6373(改)里掘进作业规程.doc

第一章、工作面概况1第一节、工作面概况1第二章、地面相对位置及地质情况2第三章、巷道布置及支护说明:3第四章 施工工艺8第五章 生产系统11第六章 劳动组织及主要技术经济指标14第一节 作业方式14第二节 劳动组织14第三节 技术经济指标15第七章、安全技术措施15第一节、施工准备15第二节、一通三防15第三节、顶板18第四节、爆破20第五节、防治水21第六节、机电22第七节、运输23第八节、搬运安全管理措施：257.8.1、进行搬运作业开工前要先进行安全确认，并要指定专人负责安全，其它人员听从指挥。25第九节、压风管路管理25第十节、其它26第八章 灾害应急措施及避灾路线27286373里工作面掘进作业规程第一章、工作面概况第一节、工作面概况1.1.1、巷道名称及位置：6373里掘进工作面位于负950水平三采区七煤层两石门南侧，6373工作面的南侧，地面相应位置为董各庄西约0.245Km。1.1.2、巷道平面布置 (附图1：6373里巷道平面布置示意图) 1.1.3、巷道用途：6373里掘进工作面满足回采时的通风、行人、运输、管线敷设的要求。 6373里轨道巷用途：运料、通风、行人 6373里皮带巷用途：运煤、通风、行人 6373里切眼用途：安装回采设备6373里集中轨道巷用途：运料、通风、行人 6373里集中皮带巷用途：运煤、通风、行人6373里回风眼用途：通风、运料、行人7s-8s平石门用途：运煤、运料、行人、通风6373里轨道巷通路：排水、运料、通风6373里皮带巷通路用途：运煤、通风、行人1.1.4、巷道性质： 各巷道均为全煤巷道1.1.5、巷道设计施工长度、服务年限： 工作面掘进工程量统计表巷道名称方位规格断面（m2）支护形式工程量(m)服务期限6373里轨道巷 N109 10.4网棚719本工作面6373里皮带巷N10910.4或4.5*3.0网棚或锚网641本工作面6373里切眼N197.0*3.0锚网179本工作面6373里集中轨道巷N1110.4或4.5*3.0网棚或锚网207本区域6373里集中皮带巷N1010.4或4.5*3.0网棚或锚网157本区域6373里回风眼N96和N93 10.4网棚87本区域8s-7s平石门N180和N169 10.4网棚50本工作面6373里轨道巷通路N9614.0或4.5*3.0网棚或锚网10156373里和63756373里皮带巷通路N9614.0或4.5*3.0网棚或锚网10736373里和6375 合计 4728备注：遇地质构造顶板条件不好时，要采取必要的加固措施。第二节、编写依据 1.2.1、6373里掘进工作面设计说明书，批准时间为2010年1月 1.2.2、6373里掘进工作面地质说明书，批准时间为2010年3月 1.2.3、矿压观测资料分析1.2.3.1、直接顶类别分析:本工作面直接顶为浅灰黑灰色粉砂岩, 结合我矿6175、6177工作面矿压观测资料,直接顶初次垮落步距为59m,对照原部颁试用方案直接顶分类指标，该顶板为类中等稳定顶板。1.2.3.2、老顶级别分析:老顶分级主要采用直接顶厚度与采高的比值计算Km=h/m=3.4/3.84=0.89，即 0.30Km35属有周期来压顶板,另外参照6175、6177工作面来压时的矿压观测结果,老顶初次来压步距为38m,周期来压步距为22m,经查原部颁试用方案中老顶分级指标，本工作面老顶为级。第二章、地面相对位置及地质情况第一节、地面相对位置及井下位置范围：2.1.1、地面位置：该工作面地面相应位置西约0.245公里董各庄庄址，地表沙河由西北方向经本工作面流向东南方向。2.1.2、井下位置范围：6373里工作面位于负950三采皮带石门南侧，东为吕范井田边界煤柱。西以设计皮带巷为界，北以设计停采线为界，南以设计切眼为界。第2节 、邻近采区开采情况： 本工作面北部6373工作面正在回采中，下伏各煤层均无其它采掘工程。第三节、煤（岩）层赋存特征：(附图2：6373里煤岩层柱状图)2.3.1、煤层赋存情况：七煤层为复结构中厚煤层3.42m5.01m，平均3.3m，一般含夹石1-2层总厚为0.3m，其煤层结构为1.3(0.1)0.4(0.2)1.3，煤层以光亮型为主，局部成半暗或暗淡型，块状及碎块状，易碎，质软。煤厚从北向南逐渐增大，煤层倾角在819，平均14。2.3.2、顶、底板情况：煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）岩石特征7煤层老顶粉砂岩3.64深灰黑色粉砂岩，团块状构造，参差状断口，含植物根化石。直接顶粉砂岩3.4377.093.24浅灰黑灰色粉砂岩，水平层理发育，上部含根化石，较易冒落，局部粗糙。直接底粉砂质泥岩1.142.7884.34 灰深灰色，局部为黑灰色，致密，细腻，均一，含植物碎屑化石，局部下部为0.99米粉砂质泥岩，参差状断口，隐水平层理发育。老底细砂岩3.46浅灰色黑灰色，质较均一，岩性较细，上部含植物根化石，中下部夹细沙岩薄层，下部位深灰色泥岩，致密，细腻，贝壳状断口，较脆，易碎。2.3.3、与上下煤层的关系：上与7s-1间距在3.8510.29m之间，其趋势为从北向南逐渐变大，平均间距为7.07m，下与8s间距在2.426.78m之间，其趋势为从北向南逐渐变大，平均间距为4.6m。第四节、地质构造本工作面位于董各庄盆地东部，煤层大致向西倾斜，煤层走向东北西南方向。根据现有的工程、井下钻孔和三维地震资料分析,预计对采掘工作面有影响的断层有5条,全为张性断裂构造，且断层落差较大，预计在实际掘进中可能出现隐伏伴生、派生小的断裂构造，对施工有一定影响。（D3f10在6373皮带巷打钻证实，其它断层均为-950三采区高分辨三维地震综合勘探报告提供。）断层一览表 构造名称走向()倾向()倾角()性质落差（m）预见位置对 掘进 影 响 程 度D3f10678633765正 3.515.0轨道巷27m处对掘进影响较大D3f41162063545正 03 工作面内 对掘进无影响D3F71112013745正 03轨道巷480m处对掘进影响较大D3f4343044655正04切眼5m处处对掘进有较大影响D5f48813515160正012切眼140m处対掘进有一定影响第五节、水文地质情况：6373里作面位于-950三采区，该区域断裂构造较发育，7煤层顶板砂岩裂隙含水层为本工作面的直接充水含水层，该区域范围内7煤层顶板砂岩裂隙含水层含水性丰富。根据高分辨率三维地震成果的解释资料，-950三采区含水层的富水性方面在各个地段呈现出不均衡性，但并未发现大的且能沟通奥灰含水层的地质构造。本工作面所属区域在范各庄井田倾斜下方，范矿一侧采掘活动在-600水平以上，该矿已经施工的工作面涌水普遍较大。本矿相邻采区6175工作面在回采过程中最大涌水量达到2.0m3/min，6177工作面涌水量达到1.7m3/min，6373工作面现已回采，2010年2月13日涌水量达到2.45m3/min，充分说明此区域7煤层顶板含水层含水性丰富的特点。鉴于本工作面在范各庄井田倾斜下方，而且工作面接近毕各庄向斜，本工作面至-600水平的含水层未得到有效疏降，因此含水层对本工作面涌水的补给持续性强，工作面涌水补充水源充分，不易在短期内疏干。涌水量预计：根据此区域的水文地质条件，预计本工作面涌水量如下：正常涌水量：0.3m3/min；最大涌水量：0.6m3/min。第六节、影响掘进的其它因素6373里工作面瓦斯绝对涌出量为1.92m/min。二氧化碳涌出量为0.66m/min。根据唐山冀东矿业安全检测有限公司鉴定：煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数24.54%煤层属类自燃煤层，但本公司从未发生过自燃，无自然发火期统计，公司规定自然。第三章、巷道布置及支护说明:第一节、巷道布置：3.1.1、里回风眼：工程量87 m。 (1)、里皮回风眼，工程量55m，从6383回风巷开口按N96度掘进55m，然后按N180度掘进平石门。 （2）、里轨回风眼，工程量32m，从6383回风巷开口按N93度掘进32m，然后按N169度掘进平石门。3.1.2、8s-7s平石门：工程量50米。（1）、里皮8s-7s平石门，从里皮回风眼开口按N180度掘进25m，由8s进入7s掘进见7s顶板后按N96度掘进里皮带巷通路。（2）、里轨8s-7s平石门，从里轨回风眼开口按N169度掘进25m，由8s进入7s掘进见7s顶板后按N96度掘进里轨道巷通路。3.1.3、里皮带巷通路：从里皮8s-7s平石门开口按N96度(276度）方向掘进，工程量1073m。3.1.4、里轨道巷通路：从里皮8s-7s平石门开口按N93度（273度）方向掘进，工程量1015m。3.1.5、里集中皮带巷：里皮带巷通路到设计位置后按N10度方向掘进里集中皮带巷，工程量157m。3.1.6、里集中轨道巷：里轨道巷通路到设计位置后按N11度方向掘进里集中轨道巷，工程量207m。3.1.7、里皮带巷：从里集中皮带巷按N109度方向掘进，工程量641m。3.1.8、里轨道巷：从里集中轨道巷按N109度方向掘进，工程量719m。3.1.9、里切眼：里皮带巷掘到设计位置后按N19度方向掘，179m与里轨道巷贯通形成回采工作面。第二节、 矿压观测3.2.1、观测对象：该工作面所施工的各条锚网巷道。3.2.2、观测内容：对巷道顶板离层监测和巷道表面位移监测。监测内容包括巷道深部离层监测和浅部离层监、顶板下沉量、下沉速度、底鼓量及两帮移近量等内容。3.2.3、观测方法：3.2.3.1、安全监测顶板离层监测采用安设顶板离层仪的方式进行监测。巷道表面位移监测采用在巷道内十字测点方式进行监测。3.2.3.2、测点布置：机掘工作面顶板离层仪安设距工作面迎头不超过3-5m，炮掘工作面可适当加大距离，最远不超过15m。十字测点的测站设置要及时，机掘工作面距迎头不大于30m，炮掘工作面距迎头不大于15m。顶板离层仪安设间距为30-100m，地质构造带、巷道交叉点要安设顶板离层仪，地质构造带区域内监测点间距不得大于20m，巷道交叉点监测点距离下一个监测点的距离为30m。巷道交叉点处必须安设测站，构造区内测站要加密布置，每20m设置一测站。观测时间以第一测站安装分析稳定时，对好后开始，到第二测站安装，每天观测一次，第二测站安装好后对第二测站每天观测，第一测站经矿压组第一测站每周观测2次，依此类推，当监测数据经分析稳定后，可每周观测一次，在监测期如出现下列情况时，应立即汇报，撤出人员，分析原因采取措施。1、巷道掘进10天以内，顶板累计下沉量大于50mm，最大下沉速度大于6mm/天。2、巷道掘进50天以内，顶板累计下沉量大于130mm，最大下沉速度大于3mm/天。3.2.3.3、顶板离层仪读数突然加大超过30mm时，应立即停止作业，撤出人员，并汇报有关部门分析原因，采取措施处理好后，方可恢复施工。3.2.3.4、区设专职或兼职监测人员，每天按监测要求进行观测，并做好观测记录，观测记录每周进行分析，并在数值出现突然变化时向有关部门汇报。3.2.3.5、测站布置及离层仪安装要及时进行。每个测站要设立牌板，及时填写数据，第一行必须是初始数据，以便现场对照分析。现场班组长每班开工前必须观察各测站情况，发现异常时，要停止作业，并及时汇报区值班室，同时人员严禁进入工作面。第三节、 巷道支护设计3.3.1、确定巷道支护形式 根据工作面煤厚、顶板岩性、使用用途和设备、矿压资料确定支护形式，采用金属拱型支架或锚网支护。3.3.2、支护参数设计3.3.2.1、采用工程类比法合理选择支护参数根据公司同煤层矿压观测资料和现场支护形式的经验，掘进工作面采用29 U 10.4金属拱型支架支护，棚距0.6m。依据6373里锚网支护设计，顶板完好，没有节理时采用锚网支护，锚网巷道断面4.5 m3.0m，锚杆排距0.8m，锚杆间距0.75m。3.3.2.2、采用计算法校核支护参数1、支架选型验算： 计算危岩最大高度： H= 式中：H -危岩最大高度 S-巷道跨度 4982mm 1 1 -顶板弱面角 450代入式中计算：H=2491mm确定棚距K: K= 式中: P-支架工作阻力，取30T H-危岩最大高度，2.491m I-巷道最大宽度，取4.982m r-岩石容重,取2.5T/m R-安全系数，取1.2代入式中计算：K=0.81m故棚距选用0.6m，符合要求（附图3：10.4拱型支架巷道断面示意图）（附图4：10.4拱型支架巷道断面示意图）支架变形量应大于顶板围岩的变形量,根据资料分析顶板围岩变形量一般在150200mm,而29U支架可缩量可达200mm以上,故支架体系满足围岩的最大变形量。综上所述选用29U10.4拱型支架,棚距0.6m符合要求。3.3.2.3、根据公司同煤层矿压观测资料和现场支护形式的经验，6373里皮联络巷、6373里轨联络巷，皮带巷安装皮带机头位置（开口50m范围）采用29U14金属拱型支架支护，棚距0.6m。1、采用计算法校核支护参数.支架选型验算： 计算危岩最大高度： H= 式中：H -危岩最大高度 S-巷道跨度 5230mm 1 1 -顶板弱面角 450代入式中计算：H=2615mm确定棚距K: K= 式中: P-支架工作阻力，取30t H-危岩最大高度，2.615m I-巷道最大宽度，取5.230m r-岩石容重,取2.5T/m R-安全系数，取1.2代入式中计算：K=0.73m 故棚距选用0.6m，符合要求（附图5：14拱型支架巷道断面示意图）支架变形量应大于顶板围岩的变形量,根据资料分析顶板围岩变形量一般在150200mm,而29U支架可缩量可达200mm以上,故支架体系满足围岩的最大变形量。综上所述选用29U14拱型支架,棚距0.6m符合要求。3.3.2.4锚网支护按照锚网支护设计施工。（附图6：4.5m3.0m锚网支护断面布置示意图） 第四节 支护工艺3.4.1、支护工艺3.4.1.1、临时支护：1、架棚临时支护.架棚响炮采用金属前探梁作为临时支护。施工工艺为：爆破落煤找掉向前移动前探梁到空顶位置并楔紧、上顶用小板背实。.架棚机掘顶板破碎时，采用打撞楔控制上顶作临时支护。施工工艺为：机掘落煤找掉打34块撞楔，撞楔间上顶用小板背实。.架棚巷道迎头挖柱窝、戳棚腿、上梁及插背巷道前，在巷道上下帮棚子两腮处向煤壁方向分别打两根特制撞楔，特制撞楔规格2000mm70mm70mm方木（或用皮带纵梁管矿自制鉄撞楔）。使用方法：找掉完毕后，将方木沿迎头第一架棚空的两腮沿顶板打入。方木探出部分与顶板之间用小板插实背应，尾部用10号以上铅丝与棚子拴牢。2、锚网临时支护：用带帽点柱做为临时支护，带帽点柱使用12棵直径不小于14cm的木柱，木柱位置打在末排永久支护前0.5米左右适当位置，支撑要有力。3.4.1.2、永久支护及工序：1、架棚：.炮掘架棚支护工序：开工前安全确认打眼装药响炮落煤找掉打临时支护挖柱窝戳腿上梁紧固卡缆铺塑编网、联网插背小板上齐三道铁支撑清理。.机掘架棚支护工序：开工前安全确认机掘落煤找掉打临时支护挖柱窝戳腿上梁紧固卡缆铺塑编网、联网插背小板上齐三道铁支撑清理。 2、锚网支护：顶锚杆采用MYT-125液压锚杆钻机或采用气动MQT-130/3.0c气动锚杆（锚索）钻机打眼，帮锚杆使用煤电钻或气动帮锚杆钻机打眼。、顶锚杆施工顺序：炮掘时:开工安全确认打眼装药响炮落煤找掉临时支护钻顶板中部锚杆眼铺网联网上梯子梁安装顶中锚杆并上紧托盘打本排其它顶锚杆。机掘时:开工安全确认机掘落煤找掉临时支护钻顶板中部锚杆眼铺网联网上梯子梁安装顶中锚杆并上紧托盘打本排其它顶锚杆。、帮锚杆施工顺序：开工安全确认钻眼安装帮锚杆铺帮网上梯子梁托盘并拧紧螺母。3.4.2、 支护形式及材料规格3.4.2.1、支护形式6373里工作面采用金属拱型支架或锚网支护。3.4.2.2、支护要求及材料规格：1、架棚巷道.使用29U10.4拱形支架支护，梁腿搭接450mm，搭接处使用两个卡缆，卡缆卡在搭接两端，距梁腿搭接端部留1015 mm。使用29U14拱形支架支护，梁腿搭接和梁与梁搭接均为450mm，搭接处使用两个卡缆，卡缆卡在搭接两端，距梁腿搭接和梁与梁搭接两端留设1015mm。.支架要求使用与29U拱形支架配套型号为T29600的三道铁支撑（或使用矿自制铁支撑），即上顶和两帮各一道。具体位置要求：上顶铁支撑在巷中位置、两侧铁支撑在支架两道卡缆之间，靠下部卡缆，铁支撑使用要成线、平、直、顺。铁支撑与金拱支架之间使用金属卡缆进行连接，卡揽扭距不小于60N.m；铁支撑长边作连接支撑面，与卡揽连接，使用时上在卡揽板外用螺母固定。短边作为辅助支撑面，安装在两帮，短边在上并且内角对巷帮；安装在上顶的，短边作为立面在连接支撑面上方，且立面在巷中前进方向的右侧，内角在巷道前进方向的左侧。铁支撑必须连续使用，不许断续，有特殊情况需要调整支架方向时，使用铁支拉勾，但连续使用不许超过2架或遇有巷道临时转弯时，可使用相应的支拉勾，但在15日内必须更换成特制铁支撑；提前预见到的转弯，要提前设计铁支撑，施工时同时使用。安装好的铁支撑要平、直、顺，并达到扭距要求。配套铁支撑与矿自制铁支撑使用时要分段使用，不许混用。.顶帮铺设规格为8m0.65m或10m0.65m塑编网，网与网边间对接，用网条缝联，要求每孔一缝两头系牢。. 顶帮插背小板，背板规格：0.6m棚距：800 mm80 mm30mm。小板顺巷道方向插背，顶部小板间距200250mm，两帮小板间距300350mm，顶板不完整时要小板插严背实。2、锚网巷道：要求巷道净宽450010030，净高300010030。顶锚杆：顶锚杆选用22mm2200mm左旋螺纹高强金属锚杆，顶锚杆托盘选用120 mm120 mm8m的穹形铁托盘，树脂药卷选用Z2333速凝树脂药卷，每眼3卷锚固，放药卷后，搅拌前要将锚杆药顶到眼底，搅拌时要保持推力，快推快搅，中间不得间断，搅拌时间为1520秒，停止搅拌后，停1分钟再收缩锚杆机上紧螺母，锚杆外露长度3050mm，锚固力必须大于80 KN，螺母扭矩大于150N.m。顶钢筋梁使用14mm钢筋焊成的规格466050(内径)mm的7孔(孔规格：50*40mm)钢筋梁，孔距750mm50mm。顶锚杆间距75050mm，排距80050mm，每排7根顶锚杆。布置方式为纵横直线式，每排靠巷道上帮的第一根顶锚杆要倾斜向巷道上帮且与铅垂方向成1015夹角，其它顶锚杆均垂直煤层顶板布置。顶网选用12#铅丝编织的铁菱形网，网孔5050mm，规格为5.5m1.0m,沿顶板铺设且垂直于巷道中线,网间搭接100200mm,用双股16#铅丝联网，网扣不少于3扣，双排交错布置,网扣距不大于200300mm。帮锚杆：两帮采用帮网和帮锚杆护帮，帮锚杆选用20mm2200mm右旋螺纹等强金属锚杆，帮锚杆托盘选用矿制25U钢制做的铁托盘或使用1201208mm的穹形铁托盘。帮锚杆间、排距80050mm，与顶锚杆布置在一个断面上，与塑编网配合护帮。上帮布置5趟锚杆，下帮布置4趟锚杆，两帮最下一根锚杆间距400-500mm，其它锚杆间距800mm50mm。巷道两帮最上一根帮锚杆距巷道顶板不大于300mm，巷道上帮最上一根帮锚杆在垂直方向上与水平向上成515夹角，下帮最上一根帮锚杆垂直煤壁打入。巷道两帮最下一根帮锚杆距巷道底板不大于300mm，超过300mm时，每排加打一根帮锚杆。最下一根帮锚杆在垂直方向上与水平向下成510夹角，其它锚杆均垂直巷帮。帮网选用规格为5000800mm的塑编网，帮网平行于巷道方向使用，塑编网相邻两网边对边对接，并用同材料的塑编网条逢孔，每孔一穿两端系牢。金属菱形网与塑编网搭接长度20050mm，并用双股16#铅丝联网，双排交错联网，网扣距100200mm。为加强巷道煤体支护强度，巷道两帮均使用梯子梁配合帮锚杆护帮，帮梯子梁使用直径10mm的钢筋自制的梯子梁，其具体规格为：巷道上帮使用长2.5m、宽50mm的钢筋梁，每根4孔，孔间距800mm50mm，孔口规格5040mm；下帮使用长1.8m、宽50mm的钢筋梁，每根3孔，孔间距800mm50mm，孔口规格5040mm。梯子梁垂直与巷道底板安装，巷道两帮的最下一根锚杆的梯子梁顺着巷道方向安装。煤壁松软片帮严重时，帮锚杆必须封底，即每帮加铺1联帮网，补打一根帮锚杆。锚索：选用材料为21.8mm,57股高强度、低松弛预应力钢绞线，长度为8.0m。锚索每眼使用4卷药（快速一卷，中速三卷）快速药卷放在眼的顶端。锚锁托盘使用25U型钢制成的十字托梁或一梁两孔的2.6米长锚索托梁，眼孔距为2.2米，托梁垂直巷道使用，排距2400。锚索随掘进随进行安装，炮掘其滞后迎头不大于10m，机掘其滞后迎头不大于30m，顶板不好时必须紧跟迎头。锚索眼深7.6m，锚索眼打好后，用锚索将4卷药送到眼底，搅拌时先慢后快，待锚索全部进入钻孔后再加速搅拌。搅拌要连续，中间不得间断，搅拌15-20秒后再撤掉锚杆机。上好托梁和索具后1小时后再涨拉，涨拉力不小于120kN，锚索外露长度300350mm。涨拉锚固力不合格的，必须补打。3.4.3、巷道交岔点和地质构造带的施工另行制定措施。 3.4.4、切眼支护另制定措施。3.4.5、施工技术要求：3.4.5.1、10.4m2和14m2拱型支架巷道施工技术要求1、巷道掘进： .现场悬挂施工图表、作业规程、安全技术措施。. 10.4m2荒断面宽度：4982mm。14m2荒断面宽度：5230mm。. 10.4m2荒断面高度：3000 mm。14m2荒断面高度：3710 mm。.巷道方向线为中线，允许偏差：50mm。. 10.4m2棚距0.6m50mm。14m2棚距0.6m50mm。2、巷道支护：.棚梁、棚腿相扣要严，耳间隙允许偏差015mm。.棚子摆布要正。.棚子要迎山有劲，不上、下张嘴，卡缆上紧，扭距不少于150N.m。. 29U10.4m2、14m2棚梁、棚腿搭接410450mm。.柱窝深度150200mm。.巷道铺网：塑编网要铺平、拉紧，不得堆积卷叠。.巷道插背：应与巷道顺向插匀背实，要交错插背不得叠加。 3、支护附属安全设施：.铁支撑：要求每架棚子使用三道铁支撑，即上顶和两帮各一道。.前探梁：梁的规格：10号槽钢，长度24003000mm，挂勾规格：用20mm圆钢（或螺纹钢）制作，长200mm、宽150mm、勾30mm的框架勾。三角木楔规格为30050200mm。迎头棚子使用两根前探梁做临时支护，上面用小板背应，每个前探梁配用2个勾架，前探梁随进尺逐架前移，用木楔背实。3.4.5.2、锚网支护巷道：1、巷道掘进： .现场悬挂施工图表、作业规程、安全技术措施。.荒断面宽度：按设计尺寸施工。.荒断面高度：按设计尺寸施工。.巷道方向线为中线，允许偏差：50mm。 2、巷道支护： .顶锚杆：紧跟迎头按设计尺寸施工； .梯子梁：紧贴顶板及巷帮煤壁铺设在同一个巷道断面上，严格按焊接的眼位布置锚杆。.帮锚杆：打锚杆前必须将煤壁找平直，炮掘帮锚杆滞后迎头距离不大于5m，机掘滞后迎头距离不大于30m（上边两根滞后迎头不大于2.4米）；锚杆眼深应小于杆体长3050mm。.托盘：顶托盘，托盘放置要正，压梯子梁要均匀，不平地点要找平。帮托盘，托盘放置要顺向摆正，与煤壁紧贴，严禁与煤壁接触不实。.锚索：材质符合技术要求，垂直顶板安设，锚索梁要紧贴顶板，接触不实的用小板垫实。.锚网：铺网要崩紧、拉平。第四章 施工工艺第一节 掘进施工顺序 里轨道巷通路里集中轨道巷里轨道巷 回风眼8s-7s平石门 里皮带巷通路里集中皮带巷里皮带巷切眼第二节、掘进作业4.2.1、掘进方式：6373里工作面采用炮掘或机掘沿煤层顶板掘进施工，40T溜子配合皮带运输。（各巷道开口和掘回风眼、平石门及遇地质构造无法用机掘时采用炮掘施工方法）。6373里掘进由6383回风巷8s开口沿底破板掘回风巷，然后掘平石门由8s进入7s追到7s板后掘进里皮带行通路或里轨道巷通路。里轨道巷通路采取留设小煤柱沿空掘巷(中-中5米)（附图7：拱形支架巷道机掘进刀方式图）、（附图8：锚网巷道机掘进刀方式图）4.2.1.1、机掘施工方法：1、掘进机掘进采用EBZ-160掘进机沿煤层顶板截割并自行装煤配合皮带（或40T溜子）运输。2、生产工艺流程：安全确认开机前准备掘进机割、装、运煤找掉挖柱窝戳腿上梁棚棚子铺网、插背小板下个循环。 3、检修工艺流程： 安全确认检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部刮板输送机、皮带机及延伸，其它工作正常掘进。4、掘进机截割工艺：掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道中，由巷道下中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，待截割完毕且棚棚子后，再进行下一个循环，往复进行。4.2.1.2、炮掘施工方法：1、巷道开口和掘进遇地质构造无法用机掘时，采用炮掘施工工艺，炮掘时采用先拉槽、后刷帮压顶的方法。2、爆破作业中，按照爆破图表中的炮眼位置、数量及参数执行。3、爆破工艺流程：打眼前准备洒水灭尘打眼检查瓦斯撤人设置警戒装药联线检查瓦斯检查警戒爆破检查瓦斯及验炮洒水灭尘、找掉、临时支护出货挖窝子棚棚子插背。4.2.2、落煤方法、循环进度 采用爆破落煤或机掘落煤，爆破落煤每班进尺4架或4排（附爆破图表、正规作业循环图表）。掘进机每班进尺6架或6排（附机掘进刀图表、正规作业循环图表）。4.2.3、施工设备及工具配备情况（附图9：6373里掘进工作面设备布置示意图）设备名称设备型号用 途数量（台）备 注掘进机EBZ160落煤、出煤2煤电钻ZZ8L-2.5施工打眼4皮带运输机SSJ-800/402运煤4刮板运输机SGW-40T运煤13锚杆机MYT-125MQT-130/3.0c打锚杆和锚索4小绞车JD-40（或JD-55）绞料1小绞车JD-11.4/ JD-25/JD-55绞料2小绞车JD-11.4/ JD-25绞料204.2.4、运输设备的铺设及安全设施4.2.4.1、绞车验算：掘进材料运输使用11.4KW小绞车或25KW小绞车，回风巷使用25KW或55KW绞车.绞车要用声光信号联系，严格执行“行车（船）不行人，行人不行车（船），行车（船）放警戒”的制度。平巷推车要在车后推车，严禁在车两侧推车。掘进巷道用料拉旱船运输，石门使用平车或矿车运输。绞车选型及绳的验算及运料装车要求：1、回风巷绞车选型及钢丝绳验算验算公式：验算绞车允许运输重量 G = FLp(sina+cosak1) (sina+cosaf）验算钢丝绳允许物体载荷重量 G1=Q/mLP（sina+cosak1）/ (sina+cosaf） 式中有关参数：G运输重量 F绞车牵引力 L运输长度 p钢丝绳每m重a巷道坡度 k1-钢丝绳运行阻力系数，取0.4 f 轨道阻力系数0.03 G1钢丝绳允许物体载荷重量 Q 钢丝绳破断拉力（27150Kg） m钢丝绳安全系数6.5 回风巷使用JD55KW绞车运输，额定牵引力4.5t，巷道最大倾角180，巷道最大运输长度取250m。G = FLp(sina+cosak1) (sina+cosaf）=4.52501.658/1000（sin180cos1800.4）（Sin180Cos1800.03）=12.86(t) G1= Q/mLp（sina+cosak1）/ (sina+cosaf） =27.15/6.52501.658/1000（sin180cos1800.4）（Sin180Cos1800.03） =11.52(t)选择直径21.5钢丝绳（钢丝绳公称抗拉强度155Kg/mm2）和选择JD-55KW绞车最大运输量不超过11.52(t)2、工作面内绞车验算：计算公式：验算绞车允许运输重量 G = FLp(sina+cosak1) (sina+cosaf1）验算钢丝绳允许物体载荷重量 G1=Q/mLp（sina+cosak1）/ (sina+cosaf1）式中有关参数：G运输重量 F绞车牵引力 L运输长度 p钢丝绳每m重a巷道坡度 k1-钢丝绳运行阻力系数，取0.4 f 1旱船阻力系数0.4 G1钢丝绳允许物体载荷重量 Q 钢丝绳破断拉力（13860Kg） m钢丝绳安全系数6.5 工作面内绞车选型：选用JD11.4kW绞车：回风巷、8s-7s平石门、里轨道巷通路、里皮带行通路、里皮带巷、皮轨道巷使用JD11.4kW绞车运输，额定牵引力1t，巷道设计最大坡度40，取60进行验算，巷道运输长度每段250m。G = F-Lp(sina+cosak1) (sina+cosaf1）1-2500.54/1000（Sin60Cos600.4）/ （Sin60Cos600.4）=1.85（t）G1= Q/mLp（sina+cosak1）/ (sina+cosaf1） =13.86/6.52500.54/1000（sin60cos600.4）/ （Sin60Cos600.4）=4.1（t）选择直径12.5mm钢丝绳钢丝绳公称抗拉强度（155kg/m）和选用JD11.4kW绞车最大运输重量不超过1.85(t)。里集中皮带巷、里集中轨道巷使用JD25kW绞车运输，额定牵引力1.5t.，巷道设计最大坡度160，巷道运输长度210m。GF-LP(sina+cosak1)/(sina+cosaf)1.5-2100.84/1000(sin16+cos160.4)/(sin16+cos16 0.4)=2.09(t)G1=Q/m- Lp(sina+cosak1)/(sina+cosaf1) =13.859/6.5- 2100.84/1000(sin16+cos160.4) /(sin16+cos160.4)=4.12（t)工作面选用JD25kW绞车和选择直径15.5mm钢丝绳钢丝绳公称抗拉强度（155kg/mm2）最大运输重量不超过2(t)。3、装车要求：（1）、在轨道石门运输时，用矿车运输，每辆矿车装棚梁不超过14根，装棚腿不超过18根，装40T溜槽不超过15块，装车使用手拉葫芦起吊，装木料、金属网、编制网、锚杆、锚索等轻质材料，装车高度不许超过矿车上沿200mm，外露不许超过矿车外沿。（2）、在轨道石门运输时，用平车装棚梁、棚腿、40T溜槽、木料、金属网、塑编网、锚杆、锚索等物料时，装车高度不超过车上沿1.5m，宽度不超过车宽，装掘进机件只许装一件（如刨头、大铲、履带、回转台），装其它电器设备，只许装一层，不许挤压电器设备。（3）、在工作面所掘巷道内运输时用旱船运输，每次装棚梁不超过12棵、腿不超过15棵，码放整齐，装40T溜槽不超10块、装木料、金属网、编织网、锚杆、锚索等物料时，装船高度不高于1.2m，宽度不超过1.0m。第五章 生产系统第一节 通风 5.1.1、通风方式：掘进巷道采用对旋局部通风机通风 ，压入式，柔性风筒。外围系统为矿井全风压供风。5.1.2、通风系统：（附图10：6373里通风系统示意图）乏风由掘进工作面6383回风巷负950三采上回风巷董盆回风巷5.1.3、风量计算、验算及局部通风机选型每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数及对旋局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取最大值。5.1.3.1、按瓦斯涌出量计算: Qhf100qhgkhg式中: qhg-掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min，抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算；（本工作面无抽放活动，qhg取1.92m3/min）khg-掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数， K=1.5100-按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。代入式中计算 ：Q1001.921.5288m3/min 5.1.3.2、按照二氧化碳涌出量计算：Qhf=67qbckbc式中：qbc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；kbc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。带入公式计算：Qhf=670.661.5=66.33m3/min5.1.3.3、按炸药量计算Qhf10Ahf 式中: Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大装药量，kg（根据14m2断面架棚支护巷道爆破图表，一次爆破最大装药量12.0kg）Qhf2512Qhf300 m3/min按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量。因222KW局部通风机实际吸入风量为440m3/min，大于300 m3/min，满足通风需要。5.1.3.4、按局部通风机实际吸风量计算需要风量有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷：Qhf= QafI+600.25Shd式中: Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min；（本工作面为222KW局部通风机供风，实际吸入风量为440m3/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14.0m2）代入式中计算:Q掘=4401+600.2514.0=650m3/min5.1.3.5、按工作人员数量计算: Qhf4Nhf式中: Nhf掘进工作面同时工作的最多人数（取60人）；代入式中计算:Q460240m3/min5.1.3.6、按风速验算所需风量:（a）演算最小风量 有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷Qaf 600.25Shf（b）演算最大风量Qaf 604.0Shf式中： Shf掘进工作面巷道的净断面积，m2，（取10.4m2）代入式中计算:掘进最低风量：Qaf600.2510.4=156 m3/min掘进最高风量：Qaf604.010.4=2496 m3/min根据风车及风筒的选用还要符合总生字2001270号文“加强管理，杜绝瓦斯煤尘事故的规定”中第五条的规定，见表5。 表5 局扇、风筒及吸风系数：通风距离(m)选择局扇的功率 (kW)配套风筒 (mm)4005.5 或 11450 K局=1.1400800112 或28450 或 600 K局=1152)600或800 K局=1.21500m以上44（222）600或800 K局=1.2所以经过上述计算结合吕家坨矿业分公司关于作业规程中局部通风机实际吸风量的规定选用222kW对旋局部通风机，使用直径600mm或800mm柔性风筒给工作面供风，风机运转实际吸风量取440m3/min，满足施工需要。第二节 综合防尘 5.2.1、防尘供水系统：5.2.1.1、供水方式：利用地面水厂供水；5.2.1.2、（附图11：6373里供水、消防系统示意图）供水管路路线。负900东大巷负950三采皮带石门联络川6383回风巷6383里轨道巷回风眼6373里轨道巷通路6373里集中轨道巷6373里轨道巷6373里皮带巷