1327w掘进作业规程.doc

1327w掘进作业规程共55页第 页1327w掘进工作面作业规程第一章概况第一节 位置第二节与邻区关系第三节工作面走向长度及倾斜长度第二章地质及水文地质情况第一节 地质情况第二节 水文地质第三章巷道布置及巷道规格：第一节 巷道布置第二节 巷道规格质量及技术要求第三节技术要求第四章施工工艺第一节施工顺序第二节施工方法第三节施工机械设备第四节施工方向线第五节施工工艺第五章劳动组织和正规循环作业图表第一节劳动组织第二节循环作业图表第六章 主要技术经济指标一、架棚支护经济技术指标二、锚网支护经济技术指标第七章生产系统第一节 运煤系统第二节 运料系统第三节通风系统第四节供水系统第五节压风系统第六节排水系统第八节信息监测系统第八章“一通三防”管理措施第一节通风管理第二节 瓦斯管理22第三节 爆破管理23第四节防灭火管理29第五节防尘管理30第六节安全监控系统31第九章 安全技术管理措施33第一节 准备工作：33第二节 改台棚：33第三节爆破35第四节 顶板管理：36第五节 支护管理：36第六节巷道贯通37第七节 探放水措施：37第八节 打锚杆37第九节 辅助运输规定及措施：39第十节机电管理44A、掘进机管理44B、刮板输送机安装工序：46C、皮带输送机安装工序：46D、机电管理47第十章掘进提高煤质措施50第十一章其它50第十二章规程会审511327w掘进工作面作业规程第一章概况第一节 位置该工作面西部位于林子里村拆迁区北约40米正下方，吕钱公路横穿该工作面中部，其余为塌陷坑、农田、高、低压线路。第二节与邻区关系该工作面上覆七煤层1375西、1376西、1377西工作面已采毕，上覆1396西工作面正在掘进，倾斜上方和下方均未设计工程，设计运煤边眼、运料边眼尚未掘出，暂无其它工程。 第三节工作面走向长度及倾斜长度本工作面走向长度为965-1001m，平均978m，倾斜长为177.3m。工作面面积共计173399m2。第二章地质及水文地质情况第一节 地质情况本工作面煤层厚度有一定的变化。煤层厚度1.663.40m，平均厚度2.6m，煤层底部有一层不稳定泥岩夹矸，厚度0-0.4米左右煤层直接顶中有一条不稳定煤线厚度0-0.3m左右。煤层倾角5-16，平均10，煤层走向在4585之间变化。 煤层顶底板岩石性质和特征： 老顶：深灰色-灰白色粉砂岩或细砂岩，厚度03.2m，平均厚度2.0米，泥质胶结，遇水软化。 直接顶：黑色炭质泥岩，厚度04.9m,平均2.75m，性脆，细腻，贝壳状断口，油脂光泽，中厚层夹薄层状。伪顶：灰黑色泥岩，00.6m，平均厚度0.3m，破碎，受古河流冲刷影响，煤层伪顶、直接顶及老顶可能缺失。直接底：深灰色粉砂岩，厚度1.82.7m，平均厚度2.5m，泥质胶结，局部有褐灰色泥岩伪底，含植物根化石，具条纹条带状层理。老底：浅灰色细砂岩，厚度2.1m，硅泥质胶结，岩石层面上有碳质薄膜，偶见植物碎片化石。 地质情况：该工作面位于三采区西翼，根据现有地质资料分析：工作面地质构造相对简单，在该工作面掘进过程中，预测设计风道将揭露中小型断层2条，分别为F49 H=812-48后倾逆断层（该断层落差预计将会变小）、H=2.043前倾正断层，F49 H=812-48后倾逆断层对切眼掘进也可能造成一定影响，根据十二煤层构造特点分析，设计风、运道和切眼掘进中将会遇一定数量的隐伏地质构，预计切眼附近地质条件较差。（详见下表及附图）构造名称走向倾向倾角性质落差（m）预测位置F492821212-48逆8.0风道自1325西运煤边眼开口前770 mf13303043正2.0风道自13 25西运煤边眼开口前866 m。F492821212-48逆8.0切眼自运道开口向上40 m。第二节 水文地质煤12底板为砂岩裂隙含水层，施工中遇裂隙发育段涌水会增大。上覆1396西回采后形成积水空间对运道掘进有影响，目前尚未回采。钱水26钻孔已封孔对掘进无影响。预计最大涌水量0.1 m3/min，正常涌水量0.07 m3/min。 其它：瓦斯情况：瓦斯涌出量0.411m3/min，CO2 0.423m3/min。煤尘：具有爆炸性，爆炸指数41.68%。煤层：有自然发火倾向。自燃发火周期为12个月。第三章巷道布置及巷道规格：第一节 巷道布置见工作面布置图第二节 巷道规格质量及技术要求11327w工作面风道、运道、边眼顶板条件适合打锚杆时采用锚杆支护，排距800mm，巷高3.2m，巷宽4.5m；1327w风、运道巷道顶板破碎或遇断层顶板难控制时采用GU25-12金属拱型支架支护，巷高3.0m，巷宽4.80m，棚距800100，若顶板破碎压力较大时缩小棚距为500100mm，边眼棚距500100，搭接处上好三个卡缆。切眼采用锚杆+菱形金属网+锚索+顺板棚支护，巷高3.0m，初掘巷道巷宽4.0m，扩面后巷宽7.0米。1327w运道开口70m范围为采区皮带机头硐室，此段巷道顶板条件适合打锚杆时，使用锚杆支护，要求巷宽5.5m，巷高3.2m，排距800mm，如顶板条件差，不适合打锚杆时采用GU29-14金属拱型支架支护，巷高3.3m，巷宽4.8m，棚距400100mm。2巷道支护强度计算和支护设计： 采用架棚支护时：风、运巷道支护使用GU25-12金属拱型支架，棚距800mm、500mm，取最大800mm，宽4800，直接顶厚度2.75m，取直接顶容重2.61吨立方米。对支护强度计算：自然平衡拱支架所承受的载荷：Q=L3.140.5(aha1b1)巷道荒断面宽度（取5.2m）的1/2，即：5.2/2=2.6m；岩石冒落自然平衡拱宽度的1/2；b 荒断面的巷高3.4m；b岩石冒落自然平衡拱高度；直接顶容重2. 61tm3；L棚距0.8m，棚距允许误差100mm，取L=0.8+0.1=0.9m；a1梁的弦长的1/2，即3.75/21.87m；b1梁的弦高即0.85m；h荒断面巷高的1/2+冒落拱高b； ctg（45+/2 ）f fctg（45+/2 ）2.63.4ctg（45+40/2）4.18为摩擦角取40；f为岩石硬度系数取f4.0；4.18则：b1.05m。4考虑岩石受地质影响，取b1.0m， 则：h=3.4/2+1.0=2.7m。则：Q0.93.140.52.61(2.72.6 -1.870.85)20.03（吨）。GU25-12金属拱型支架承载能力为27吨，符合支护强度要求。但如遇地质构造时，要适当缩小棚距至500mm。 采用锚杆支护时：1 巷道断面：切眼选用矩形断面，巷宽7.0m，巷高3.0m；风、运道、边眼及小川选用倒梯形断面，巷宽4.5m，巷中高3.2m。皮带机头硐室断面，巷宽5.5m，巷高3.2m2 锚杆支护参数选取：注：此设计为初始设计，可根据矿压实测数据进行修改。 锚杆长度： 按加固拱理论计算锚杆长度L=Lm+Lb。Lm=N(1.1+B/10)式中：B巷道跨度；N围岩稳定性影响系数，取1.2；则：L(风、运)m=1.2(1.1+4.5/10)=1.860m； L(切眼)m=1.2(1.1+7/10)=2.160m；L(机头硐室)m=1.2(1.1+5.5/10)=1.980m。而Lb=托盘高度+螺母厚度+锚杆外露长度+钢筋梯子钢带厚度+网厚度=10+30+50+10+3=103=0.103m；而：L风、运=1.860+0.103=1.963m； L切眼=2.160+0.103=2.263m；L(机头硐室)m=1.980+0.103=2.083m。 按冒落拱高度计算锚杆长度： 按普氏理论计算冒落拱高度H： 1H= B/2+htg(45-帮/2) f顶式中：B巷道宽度，切眼取7.0m，风、运道取4.5米； h巷道高度，均取3.2m； f顶顶板岩石普氏硬度系数，取4； 帮帮煤体的内摩擦角，取15度。通过计算得：H风、运道=1.14m；H切眼=1.39m；H机头硐室=1.27m。锚杆长度应伸到冒落拱外稳定岩层内500以上，则：L风、运= H风、运+Lb+0.5=1.14+0.103+0.5=1.743m；L切眼=H切眼+Lb+0.5=1.39+0.103+0.5=1.993m；H机头硐室= H机头硐室+Lb+0.5=1.27+0.103+0.5=1.873m。根据巷道高度和我矿实际，风运道，机头位置及切眼锚杆长度均取2.4m。 顺槽锚杆间排距的计算： 按加固拱理论：D0.5L=0.52.4=1.2m。 根据锚固力等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则： _DQ/KH式中：Q锚杆锚固力，Q=89.8=78.4KN； K安全系数，取2； H软岩厚度； 岩石容重，取2.61吨/ m3。_ D风、运，切眼，机头硐室78.4/(21.1426.1) 0.91m根据以上计算，参照原煤炭部煤巷树脂锚杆支护技术规范，取锚杆排距为800，间距为700。 风、运道及切眼支护强度的计算：由于2.4m长的锚杆伸入到顶板深部稳定岩层的长度不足500，故风、运道及切眼不能采用单独的锚杆支护，风、运道采用锚杆+锚索联合支护的形式，切眼应采取锚杆+锚索+钢梁联合支护的形式。风道、运道与切眼（初掘）采用双排锚索（巷道加宽段采用三排锚索），锚索长度为8米，间距为3.5米。风运道采用2.4m长直径22.5的高强锚杆，按间距0.70m，排距0.8m布置，每排7棵锚杆。 A、风运道顶板支护的安全系数为：Q Q锚杆+ Q锚索n= = q HB 7P1/0.8+2P/3.5 78/0.8+210/3.5= = HB 1.834.52.61 = 3.24P1单棵锚杆的锚固力，取8t；P锚索的锚固力，取10t；岩石容重，取2.61t/m3。H风道冒落拱高度，取1.83；B巷道宽度，风、运道宽度最大取4.5。B、运道开口30米安装皮带机头，需做5.5米宽3.2米高巷道，每排9棵锚杆，两排锚索，间距2.5米。其支护强度验算如下：Q Q锚杆+ Q锚索n= = q HB 9P1/0.8+3P/2.5= HB 98/0.8+310/2.5 = 1.835.52.61 = 3.08P1单棵锚杆的锚固力，取8t；P锚索的锚固力，取10t；岩石容重，取2.61t/m3。H风、运风、运道冒落拱高度，通过前计算得1.83；B巷道宽度,取5.5m。C、切眼锚杆选用2.4m长直径22.5的高强锚杆，按间距0.70m，排距0.8m布置，每排10棵锚杆，在切眼内沿倾向布置三排锚索，间距3.5m，排距2.0m，距两帮1.5m，切眼巷中沿倾向布置两趟顺板棚，板棚距两帮各2.5m，间距2m，板棚由3.15m以上单体液压支柱和3.5m长型钢梁组成，要求“一梁三柱”。则切眼的安全系数为：Q Q锚杆+Q钢梁+Q锚索n= = q H切B 10P1/0.8+2KZKBP2/1.17+3P/3.5 108/0.8+20.90.825/1.17+310/3.5= = H切B 2.216.92.61 = 3.501式中：q单位面积的顶板压力 t； P1单棵锚杆的锚固力，取8t； P2单体支柱的额定工作阻力，25t/棵； P锚索的锚固力，取10t； KB单体支柱工作时的不均系数，取0.8； KZ单体支柱工作时的增阻系数，取0.9； 岩石容重，取2.61t/m3。上述计算结果表明，风、运道采用锚杆+锚索联合支护的形式，其对顶板压力的安全系数为3.242；运道开口皮带机头位置采用锚杆+锚索联合支护的形式，其对顶板压力的安全系数为3.082；切眼若采用锚杆+锚索+钢梁联合支护，其对顶板压力的安全系数为3.5012，均符合支护强度要求。3风运道锚杆布置：根据以上计算，并参照煤炭部煤巷树脂锚杆支护技术规范，风运道采用“锚杆钢带网”联合支护形式，顶锚杆采用20MnSi的高强锚杆支护，其规格为直径22.5，锚杆长度为2.4m，每孔装药量3卷，帮锚杆使用长1.8米直径20mm的无纵筋右旋等强锚杆,每孔2卷药卷，并与蝶形（150150mm）锚杆盘配合使用。锚杆中两侧的角锚杆要与顶板铅垂线呈1020夹角，中央的顶锚杆与顶板岩层垂直。顶网选用40001000mm的菱形金属网，搭接不小于100mm，联网间距不大于100/道。风、运道在巷道内沿走向布置两趟顶锚索，距两帮1.5m，排距不大于3.5m，每个眼使用6个树脂药卷。支护参数如下： 顶锚杆布置参数类 别风 道运 道排距(m)0.80.8每排锚杆数(个)77间距(m)0.700.70巷宽(m)4.54.5角锚杆与顶板垂线夹角10201020 帮锚杆布置参数：巷 道风道运道上帮下帮上帮下帮排距(m)0.80.80.80.8间距上部锚杆至顶板(m)200mm200mm200mm200mm中间锚杆间距(m)0.900.900.900.90下部锚杆至底(mm)500mm500mm500mm500mm每排锚杆数量(个)4444 锚杆布置图 单位：mm 4 切眼支护形式：切眼采用“锚杆顺板棚网锚索”支护，锚杆选用2.4m长直径22.5高强锚杆，按间距0.70m，排距0.8m布置，每排10棵锚杆，两端顶锚杆与顶板垂线呈10夹角，为斜孔布置，中间锚杆为直孔布置，沿倾向布置3趟锚索，每孔使用6个药卷，间距不大于3.5m，排距2.0m，沿倾向布置2趟顺板棚，板棚由3.15m以上单体液压支柱和3.5m长型钢梁组成，要求“一梁三柱”。切眼帮锚杆选用1800mm长树脂锚杆或20mm长1800mm的右旋等强锚杆 (每孔使用2个树脂药卷)支护，帮锚杆排距为800mm，每排4棵，其中老塘侧用金属网护帮，采面侧视煤壁稳定情况，可不用网，若煤壁较硬不劈帮时可不打帮锚杆。锚杆布置图 单位：mm第三节技术要求 使用支架支护时： 掘进时采用架棚支护时，沿顶板按中线施工，中线误差50，煤层薄时沿底挑板。要求支架前倾后仰不准超过1，上山支架迎山角不超过1，不得向下坡方向倾斜，向游不超过100，腿和梁的搭接要严密，支架耳间隙15，底虚要穿鞋（25020080mm3），卡缆螺栓扭矩150Nm，误差10。 对插背小板、支拉杆和撑木的要求：掘进1327w风、运道时插背使用木小板，小板间距不大于200块。巷道正顶铺菱形金属网或塑料网，网搭接不小于100mm，网与网之间用铅丝相连，200道，双丝多扣，架棚正顶及两帮各使用一趟角铁直拉板,均不回撤。 巷道规格质量见下表：巷道名称支护形式工程量(m)巷高(mm)巷宽()棚距()搭接()卡距()1327w运道GU25-1210013000-20 +1004800+100800100400-40180301327w风道GU25-129653000-20 +1004800+100800100400-40180301327w运料边眼GU25-121673000-20 +1004800+100500100400-40180301327w运煤边眼GU25-127063000-20 +1004800+100500100400-40180301327w回风边眼GU25-121753000-20 +1004800+100500100400-4018030 使用锚杆支护时：采用锚杆支护时，沿顶板按边线施工，方向线误差50， 巷道宽度应严格按设计宽度施工，每侧宽度不能比设计宽度超过200，当任何一侧宽度超过200以上时，应采取加打锚杆等措施。 巷道高度掘进时原则上将伪顶挑落，沿直接顶掘进，高度符合要求，掘进过地质构造断面超高时，按专项技术措施执行。 锚杆间、排距误差100，轴向误差应控制在5内。 顶锚杆的设计锚固力8吨，帮锚杆锚固力不小于4吨。 顶锚杆螺母的拧紧力矩不小于140Nm。 顶板锚杆孔的孔径和锚杆杆体直径之差保持在410。 锚杆孔深不应小于杆体的有效长度，且不应大于杆体有效长度30。 顶锚杆端部必须推至孔底，尾端外露长度不应大于50，也不能小于30。 在锚杆支护与架棚支护转换地点，应同时架棚并打锚杆（锚杆不少于6根），此种“双重支护”的巷道长度不应小于5m。 施工中遇地质条件变化，如顶板破碎，过断层，压力大时，要采取加固GU25-12的金属支架，上顶及两腮背实，撑子补齐，并在支架正顶及两帮锁好联锁的铁道或旧水管。第四章施工工艺第一节施工顺序1327w工作面首先从12槽出煤川开口掘进运料边眼，与三采下部平石门贯通后在掘至风道位置后再向东掘进风道川与1325w边眼贯通后掘进风道，风道到位后再由1325运料边眼向下掘进与十采皮 带山贯通后在掘进运道、切眼及回风边眼。 第二节施工方法 开口使用炮掘，可使用掘进机时使用EBZ-135或EBZ-100掘进机掘进，遇构造或挑板，不能经济截割时，顶板要放震动炮，放震动炮需按爆破说明书布置炮眼和装药。 机掘截割轨迹图、断面布置图： 机掘截割轨迹图：架棚巷道：B、锚网巷道： 断面布置图 第三节施工机械设备 掘进机型号：EBZ-100和EBZ-135A型掘进机。 打锚杆使用风动锚杆机及风钻。 运输设备及型号：开口掘进时迎头使用SGW40型可弯曲刮板运输机。机掘可以使用皮带时，迎头配QZP160型皮带转载机，后路运输使用SPJ800型可伸缩皮带运输机和SGW40型刮板运输机。运料使用JD40Kw、JD25Kw和JD11.4Kw及JH8t绞车。排水使用4Pw、2Pw及BQK1520A型潜水泵、风泵或排沙泵排水。第四节施工方向线 激光指向仪及型号：巷道使用BJZY-1型激光指向仪控制方向。 打帮眼时使用型风钻或锚杆机（两帮为矸石且较硬风钻不能打孔时用锚杆机打最上边的一棵帮杆，角度与顶法线成30-50度角），钻头选用“V”型合金钢钻头或使用风锤和一字钻头打眼。使用风钻时，应注意以下事项：a钻孔前,必须确保顶板与煤帮的稳定,进行安全作业。b钻孔时，不准用戴手套的手去拭握钻杆。c钻孔时，应均速加大人工推力，避免因人工推力不匀造成的钻孔速度慢卡钻断钎顶弯钻杆崩裂刀刃等事故。d钻机加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把握手把，取得平衡。严禁突然加载和卸载，在加载和卸载时操作者更应注意站位，合理把握手把。 巷道掘进煤层厚时，沿顶板按中线施工，煤薄时破板掘进，下帮沿底上帮破底。第五节施工工艺A:打锚杆爆破掘进:首先清理迎头20米范围巷道,顶、帮锚杆支护情况检查好,发现问题时必须先行处理,保持后路畅通,将溜子接至迎头,有底或段面不够高时,先打两至三个眼, 眼深600800mm, 每眼不多于2个药，然后爆破拉槽子，拉槽后打周边眼刷帮，将全断面刷出。敲帮问顶及时找好掉，（找掉时先外后里，先顶后帮），按激光方向线定好第二个眼位，操作锚杆机进行打眼工作，打完眼后卸下锚杆机，在钢带（钢筋梯子）上铺好金属网，装好树脂药卷后，将锚杆穿入钢带（钢筋梯子）孔，用锚杆机搅拌药卷，搅拌完成后停顿1分钟，用锚杆机上紧螺母，将钢带（钢筋梯子）固定，联顶网，同时依次按钢带（钢筋梯子）眼孔定位打眼安装锚杆，打完顶锚杆后，打帮锚杆眼，挂帮网，安装帮锚杆，联网。爆破掘进时每掘两板，接一节溜，溜子机尾打好压柱。机掘：准备工作同爆破掘进。割煤从中间向一帮开始先割底，然后由下向上刷帮，而后割另一帮将全断面刷出。需放震动炮时，掘进机拉槽子，将掘进机退出迎头m掩盖好，摘电，然后放震动炮，放震动炮参照爆破说明书和爆破眼布置图相应位置布置爆破眼。再用掘进机出煤矸，刷窑。掘出断面空间后，掘进机摘电，敲帮问顶及时找好掉（找掉时先外后里，先顶后帮，并有专人观山）后，按激光方向线定好第二个眼位，操作锚杆机进行打眼工作，打完眼后卸下锚杆机，在钢带（钢筋梯子）上铺好金属网，装好树脂药卷后，将锚杆穿入钢带（钢筋梯子）孔，用锚杆机搅拌药卷，搅拌完成后停顿1分钟，用锚杆机上紧螺母，将钢带（钢筋梯子）固定，联顶网，同时依次按钢带（钢筋梯子）眼孔定位打眼安装锚杆，打完顶锚杆后，打帮锚杆眼，挂帮网，安装帮锚杆，联网。掘进时每掘两板，接一节溜。有条件时使用转载，可多接溜槽。使用皮带时，每掘68板延伸一次皮带。延伸皮带将皮带机尾两侧用钢丝绳挂在掘进机两侧，所有人员躲开绳道后拉皮带，人员在掘进机后边，站皮带机尾5米以外。B:架棚 爆破掘进：首先清理迎头20m范围巷道，用套管紧固此范围卡缆，背板插背好，撑子补齐，溜子接至迎头（有底或断面不够高时，可打两至三个眼，每眼最多不超过两个药）。爆破掘进先掏槽，然后打周边眼刷帮，将全断面刷出。有掉时，及时找好掉，找掉时先外后里，先顶后帮，或打撞楔控制好正顶。然后挖窝子，两帮挖窝子人员站在迎头末架棚以外，窝子挖好后，把两帮腿戳好，看好“毛”“晒”，然后人力一齐上梁。上梁时所有人员不准进入所棚支架的里边工作。上梁前将卡缆套在棚梁上。上梁时，梁与腿搭接400mm时，将卡缆放下，迅速拧紧，其扭矩不小于150Nm。并将正顶用小板插严背实，然后将两帮插严背实。爆破掘进时每掘两架，接一节溜，溜子机头机尾打好压柱。 机掘： 准备工作同爆破掘进。割煤从中间向一帮开始先割底打窝子，然后由下向上刷帮，半个断面刷出来后，掘进机后退56m，调向刷另一帮，全断面刷出后，将掘进机摘电进行支护，遇放震动炮时，掘进机拉槽子，将掘进机退出迎头m掩盖好，摘电，然后放震动炮，放震动炮参照爆破说明书和爆破眼布置图相应位置布置爆破眼，每次爆破最多不超过个眼，每眼最多不超过两卷药。再用掘进机出煤矸，刷窑。机掘使用溜子运输时，每掘两架接一次溜，有条件时使用转载，可多接溜槽。使用皮带时，每掘68架延伸一次皮带。延伸皮带将皮带机尾两侧用钢丝绳挂在掘进机两侧，所有人员躲开绳道后拉皮带，人员应站在皮带机尾5米以外。拉机尾用的钢丝绳不许有断头，绳扣处要有三个绳卡子卡好。检修班要检查绳的完好情况，如有绳断股，要及时更换新绳。机掘时溜子机头要打好压柱。 使用掘进机截割成断面后，由有经验的老工人使用2m长钎子先找掉，由外向里，先顶后帮，并有专人观山，并插背好(如顶板破碎，使用直径16长1.5m的半圆)要打好木撞楔，然后再挖窝戳腿，要提前标出梁中线和搭接位置的记号，将棚中对准激光方向线，棚子上好卡缆后，将卡缆以上铺好塑料网联好，整个支架用木板插背好。延伸皮带或接溜，配备延伸皮带或接溜工，与维护合作负责延伸皮带和接溜，架子、纵梁、托辊(或溜槽、大链)提前准备到位后利用架设支架空隙进行延伸皮带或接溜工作。第五章劳动组织和正规循环作业图表第一节劳动组织 作业方式：两掘一准，即六、十点班进尺，两点班准备。 劳动组织见图：1、机掘劳动组织：项目工种序号工种类别实际出勤人数在册人数出勤人数出勤率(%)六点十点两点直接工1掘进工及司机883020662槽口看溜维护工22辅助工3运料工446040664机电检修工1165外围看溜工446搬运工127班 长112合计2020209060662、 爆破掘进劳动组织：项目工种序号工种类别实际出勤人数在册人数出勤人数出勤率(%)六点十点两点直接工1掘进工及司机883020662槽口看溜维护工22辅助工3机电检修工1166040664搬运工125外围看溜工446运料工447班 长112合计202020906066第二节循环作业图表 机掘：60120180240300360420480工序序号（分）六、十点班作业时间交接班20伸皮带20割煤30挖窝支护20看线5出煤30运料全检修全杂活全 炮掘：第六章 主要技术经济指标一、 架棚支护经济技术指标巷道名称技术指标经济指标工程量(m)断面()棚距(m)掘进方式日进度(m)月进度(m)棚子架数（m/架）卡缆(个/m)1327w风道965120.8机掘82401.257.5爆破掘进6.41921.251327w运道1001120.8机掘82401.257.5爆破掘进6.41921.251327w运料边眼167120.8机掘82401.257.5爆破掘进6.41921.251327w运煤边眼706120.8机掘82401.257.5爆破掘进6.41921.251327w回风边眼175120.8机掘82401.257.5爆破掘进6.41921.25二、锚网支护经济技术指标巷道名称技术指标经济指标工程量(m)断面()排距(m)掘进方式日进度(m)月进度(m)顶杆(个/m)帮杆(个/m)药卷(个/m)1327w运道100114.40.8机掘9.62888.751046.25炮掘4.81441327w风道96514.40.8机掘9.62888.751046.25炮掘4.81441327w切眼（初掘时）181120.8机掘9.62887.51042.5炮掘4.81441327w运料边眼13714.40.8机掘9.62888.751046.25炮掘4.81441327w运煤边眼70614.40.8机掘9.62888.751046.25炮掘4.81441327w回风边眼17514.40.8机掘9.62888.751046.25炮掘4.8144第七章生产系统第一节 运煤系统1327运煤边眼1325运料边眼1325出煤小川1325出煤小井1303皮带-2203皮带2103皮带2003皮带主井地面1327w运道、切眼1327w运煤边眼1327出煤小井十采皮带1303皮带-2203皮带2103皮带2003皮带主井地面1327w风道、运料边眼1325w运煤边眼1325出煤小川1325出煤小井-2203皮带2103皮带2003皮带主井地面第二节 运料系统运料边眼与三采平石门贯通前：地面付井-600水平东轨道大巷三采下部平石门三采12槽川三采12槽边眼1325出煤小川运料边眼。运料边眼与三采平石门贯通后：地面付井-600水平东轨道大巷三采下部平石门1327w运料边眼1327w风道地面付井-600水平东轨道大巷三采下部平石门12槽联络川1327w运煤边眼1327w运道、切眼。第三节通风系统新风：1327w风道：副井-600轨道大巷三采下部平石门1327w运料边眼1327w风道。1327w运道、切眼：副井-600轨道大巷三采下部平石门三采12槽川1327w运道、切眼。乏风： 1327w风道1325w边眼1325w运道川三采12槽边眼1325风道川1325回风绕道三采中部轨石门1301二采七中风桥1201-300回风巷风井地面。1327w运道、切眼1327运煤边眼1325w运料边眼1325w风道川1325回风绕道三采中部轨石门1301二采七中风桥1201-300回风巷风井地面。第四节供水系统 水源井300回风巷1201二采七中1301三采下部轨道平石门三采12槽边眼1325w出煤川1325w边眼1327w风道。水源井300回风巷1201二采七中1301三采下部轨道平石门三采12槽边眼1327w运煤边眼1327运道、切眼。第五节压风系统东风井压风机房东风井300回风巷1201二采七中1301三采下部平石门三采12槽川1325w出煤川1325w边眼1327w风道。东风井压风机房东风井300回风巷二采七中1301三采下部平石门三采12槽川1327w出煤边眼1327w运道、切眼。第六节排水系统1327w风道1325w边眼三采12槽边眼三采下部平石门600水平东大巷600水仓副井地面。1327w运道、切眼1327w运煤边眼三采下部平石门600水平东大巷600水仓副井地面第七节供电系统主风机：三采风专配电点，备用风机： 1395配电点设备： 1395配电点 掘进机： 1396配电点第八节信息监测系统 三采下部变电所三采下部平石门三采12槽边眼1325w风、运（切眼）。第八章“一通三防”管理措施第一节通风管理1327w掘进工作面采用压入式通风方式，即工作面采用局部通风机供风，风量符合规程及有关规定。（一）工作面风量计算：掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1 按照瓦斯涌出量计算Q=100qhgkhg （1）式中：qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min.取 0.411m3/minkhg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取1.24100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应该超过1%的换算系数。Q=100qhgkhg =1000.4111.24=50.964m3/min2 按照二氧化碳涌出量计算 Q=67qhckhc（2）式中：qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min; 取0.423m3/minkhc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值; 取1.267按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应该超过1.5%的换算系数。Q=67qhckhc =670.4231.2=34.009m3/min3 按炸药量计算Q10Ahf（3）式中：Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；取8.85 kg10每千克三级煤矿许用炸药需风量，m3/min.Q10Ahf=108.85=88.5m3/min4 按工作人员数量验算Q4Ncf （4）式中：Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，人；取20人Q4Ncf=420 =80 m3/min5 按风速进行计算a）验算最小风量Q600.25Shf （5）Q风600.25Shf=600.2513.5=202.5m3/minQ运600.25Shf=600.2516.5=247.5 m3/minb）验算最大风量Q604.0Shf （6）Q风604.0Shf=604.013.5=3456 m3/minQ运604.0Shf=604.016.5=3960 m3/min式中：Shf掘进工作面巷道的净面积，m2. 风道断面积架棚巷道12m2，锚杆巷道14.4m2，取最大14.4 m2。运道断面积架棚巷道12m2和14m2，锚杆巷道14.4 m2，17.5m2，取最大17.5m2。即风道断面积最大值为14.4 m2。运道断面积最大值为17.5m2。，故，根据以上5步计算，该掘进工作面实际需要风量Q风=202.5m3/minQ运=247.5 m3/min风机选型：根据以上5步计算，1327风、运道均选择15kw*2型号风机(吸风量为360 m3/min)可满足风量要求。6. 风机处最小配风量Qhf=QafI+600.25Shd（7）Qhf风道=QafI+600.25Shd =3601+600.2510.4=516 m3/minQhf运道=QafI+600.25Shd =3601+600.2510.4=516 m3/min式中：Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min（15kw*2型号风机实际吸风量为360 m3/min）;I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速;Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2.取10.4 m2风机安设位置和通风方式1327w风道风机安装在1325出煤川距1325运煤边眼不少于10米，运道风机安装在三采12槽川距1325运料边眼不少于10米，接好双风机双电源，全部采用压入式通风。如果风道或运道发生双风机同时停止运转，风道或运道所有工作人员全部撤至进风巷道，并将风机电门打零位，保证风机来电时不自动起车。当风机电门有电后，须经瓦斯员与班长共同检查迎头及风机前后20米范围内的瓦斯情况，如果迎头瓦斯浓度超过1.0，风机前后20米范围瓦斯浓度超过0.5时，严禁启动风机，须先处理瓦斯，处理好后，方可开启风机。3）.主备用风机切换在主备用风机之间安装自动切换装置,当主风机掉电时,备用风机自动起车,持续正常通风,保证通风安全.7.除尘风机安设及使用粉尘由于是煤矿井下主要自然灾害之一,严重影响着矿井的安全生产和工人的身体健康.1327w掘进工作面的粉尘浓度大,为了保证空气的清新,有效灭尘,在1327w工作面掘进时使用LZJC-111-A型湿式振弦除尘器.二、通风路线1、正常通风路线1327w风道：副井-600东轨道大巷三采下部平石门1327w运料边眼1327w风道1325w边眼1325w运道川三采12槽边眼1325风道川1325回风绕道三采中部轨石门1301二采七中风桥1201-300回风巷风井地面。1327w运、切眼：副井-600东轨道大巷三采下部平石门三采12槽川1327w运、切眼1327运煤边眼1325w运料边眼1325w风道川1325回风绕道三采中部轨石门1301二采七中风桥1201-300回风巷风井地面。2、反风风流路线1327 w风道：地面风井-300回风巷1201二采七中风桥1301三采中部轨道石门1325回风绕道1325风道川三采12槽边眼1325w运道川1327w风道1327w运料边眼三采下部平石门-600轨道大巷副井1327w运、切眼：地面风井-300回风巷1201二采七中风桥1301三采中部轨道石门1325回风绕道1325风道川三采12槽边眼1327运煤边眼1327w运、切眼三采12槽川三采下部平石门-600轨道大巷副井三、安全技术措施：1. 井下所有风机必须实现“四双、三专、两闭锁、一切换”，断电箱要上架。备用风机指示灯要完好，风机必须用专用固定架固定。风机离地面高度要不大于0.3m，5.5KW以上的风机要安装消音器，风机电门及启动装置必须放在风机附近5m内的进风流中。2. 风机前后5m范围无杂物无淋水，有专兼职司机，风机管理牌板吊挂在风机外侧的醒目位置。3. 掘进巷道内风筒使用钢丝绳拉线。（掘进50m开始拉线，绳头距迎头不大于30m），风筒吊挂要平直顺，做到环环必吊，风筒无破口（末二节除外）、无死弯、无脱节、无挤压，使用好反压边，不得接反茬，花接。拐弯处要设弯头，异径风筒要使用过渡节。4. 风机出口前5节要使用强力风筒，切换三通要使用强力三通，、风筒距迎头不能超过5m，风机严禁有循环风，严禁给两个同时掘进工作面供风，串联通风工作面要编制串联通风措施。5. 掘进工作面范围内的通风设施前后5m无杂物、无积水和无淤泥，各种牌板、警示吊挂齐全。不准破坏通风设施，过风门时必须开一关一，严禁两道风门同时打开。6. 严禁无计划停风，无风禁止作业，并撤出人员到新风流的地方，局扇要由兼职司机负责，送风要与瓦斯工联系检查瓦斯，并按措施排放瓦斯浓度低于0.5以下时，才准开风机。7. 因故停风巷道不准入内，并在入口处打好栅栏，写清“里边无风，禁止入内”的字样，停掘不准停风，凡停风前必须与通风区联系，并打好封闭。启封由通风区负责。8. 主风机停电、备用风机开启时不准施工，主备风机同时掉电时，复电后应按规定人工开启主风机。9. 无特殊停电检修工作时备用风机不能长期开启。10. 瓦斯工要督导掘一区使用好一通三防设施。11. 巷道贯通：见贯通规定12. 除尘风机使用1) 使用除尘风机前把原有的瓦斯自动监测报警装置放在除尘风机进风口前0.3-1.0m。当掘进工作面的瓦斯涌出量小于1%时，除尘系统正常工作。掘进工作面的瓦斯涌出量大于1%时，瓦斯自动监测报警断电装置断掘进巷道内所有非本质安全型设备。2) 验算：除尘风机与压入风筒交叉段的最低风速要大于0.25m/s。巷道断面（按最大断面）S=14m2 Qmin=14*0.25=3.5m3/s。2*15kw压入风筒迎头出风量6.0m3/s除尘风机的吸风量Qmax=2.4m3/s, 除尘风机Q中间段=6.0-2.4=3.63.5 m3/s 。通过验算在1327w工作面安装煤矿用湿式螺旋除尘风机方案是可行的。3) 1327w掘进工作面压入风筒距迎头的距离不超过5米，当除尘系统工作时除尘风机的抽出风筒吸入口