1013掘进工作面作业规程.doc

普安县三板桥云庄煤矿1013工作面掘进作业规程普安县三板桥云庄煤矿1013工作面掘进作业规程 普安县三板桥云庄煤矿 2014年5月18日64审 批 记 录矿 长：副 总 经 理：安 全 矿 长：生 产 矿 长：机 电 矿 长：技 术 副 总：总 工 程 师：编 制：鲁 胜 典审批意见目录第一章、概况1一、规程编制依据1二、巷道用途和位置1三、地质构造及水文地质概况2四、安全开采条件11五、其他开采技术条件12第二章、巷道施工设计及顶板管理14一、巷道设计14二、巷道顶板管理及支护说明15第三章：施工工艺21一、施工工艺21二、掘进工艺流程：22第四章 炮眼布置及爆破说明书22一、爆破作业22二、炮眼布置23第五章：生产系统24一、通风系统24二、压风26三、综合防尘26四、防灭火:26五、供电27七、运输系统28八、通讯28九、安全监控28第六章 劳动组织及正规作业循环图表30一、劳动组织30二、劳动组织表31三、正规循环作业图表31第七章：:主要经济技术指标31第八章 瓦斯抽放系统32第九章、防突措施34第十章 安全技术措施35一、施工准备35二、一通三防35三、爆破与爆炸材料管理42四、顶板管理44五、锚杆支护安全技术要求46六、防治水47七、机电管理48八、运输管理49九、矿领导下井带班和交接班管理50十、严格工程质量监督验收制度50十一、灾害应急措施51十二、其它内容511013工作面掘进作业规程第一章、概况 一、规程编制依据1、煤矿安全规程的相关规定。 2、新建系统的采煤工作面布置实际情况。 3、2013年11月最新编制的普安县三板桥云庄煤矿安全专篇。4、矿井开采设计二、巷道用途和位置1、1013工作面是首采工作面1011的接替工作面，1012机巷、回风巷又是接替1011采煤工作面的主要工程，担负以后1012采煤工作面采煤任务；1012运输巷道在原有联巷按原巷道（方位角90）修护后，巷道跟煤层顶板掘进，设计掘进长度320m。然后施工1012切眼与1012回风巷贯通形成采煤工作面。本区域内的煤岩层倾角58，平均倾角6。井田范围内煤层近EW走向。2、周围开采情况回风巷南部采空区。东部为井田边界；西部为采区上山，与之对应的西翼为采空区；工作面北部为未采区。位于本巷道下部煤层为M17，为未采区。地面建筑物和地形：地面大部为山坡地；巷道平面布置示意图：三、地质构造及水文地质概况（一）地层及地质构造1、地层矿区出露地层为二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3)、龙潭组(P3l)、三叠系下统飞仙关组(T1f )、第四系(Q)，现从老到新分述如下：1）二叠系上统（P2） 峨眉山玄武岩组(P3)分布于区外南侧，区内无出露，但钻孔中有揭露。岩性为绿灰色玄武岩、拉斑玄武岩，上部夹多层凝灰岩，局部夹砂泥岩及薄煤12层；顶部为一层凝灰岩。厚度不详。 龙潭组(P3l)出露于矿区南部，是本区主要含煤地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层等组成，中、上部一般夹810层泥质灰岩。水平层理、波状层理、交错层理较发育，含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石及大羽羊齿、鳞木等植物化石。含煤1329层，一般20层左右，含可采煤层7层（1#、17#）。组厚约452m。与下伏峨眉山玄武岩组呈假整合接触。该区龙潭组上部与传统长兴组相当。2）三叠系下统（T1）：飞仙关组(T1f )分布于矿区中、北部大片区域，岩性主要为灰绿、灰紫、紫及紫红色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，中夹少量灰岩，具波状层理、交错层理，含瓣鳃类及无铰纲腕足类动物化石，厚度约550m。根据岩性组合可分为两段三亚段，分述如下： 第一段(T1f 1 )：俗称“卡以头层”，为灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，中夹细砂岩、鲕状灰岩及泥质灰岩，含瓣鳃类、舌形贝等动物化石，底部具水平层理，厚度130135m。与下伏龙潭组呈整合接触。 第二段(T1f 2)：为灰紫色、紫灰色、紫红色泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，夹灰岩、细砂岩、泥岩，含瓣鳃类、舌形贝等动物化石。区内出露不全，区域厚度约416m。根据岩性可分为三个亚段：第一亚段(T1f 2-1)：灰紫色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，夹泥岩。厚90100m。第二亚段(T1f 2-2)：以灰紫、紫色粉砂岩为主，中夹泥质粉砂岩。厚165180m。第三亚段(T1f 2-3)：为紫、紫红色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，中夹泥质灰岩簿层。区内出露不全，出露最大厚度约50m。3）第四系(Q)主要为坡积、冲积、残积之亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉积物，厚度020米，与下伏地层呈角度不整合接触。2、地质构造1）矿区构造特征矿区位于旧普安向斜南翼，总体上为一单斜构造。区内地层走向变化较大，中、南部走向近E-W向，北部则以NE向为主，局部受断层影响走向呈NW向；地层倾向以N和NW为主，倾角1023，一般1118；北部地层倾角有变陡之势，一般在1823，局部达3034。区内褶曲不发育，断层较多，构造复杂程度属中等。2）断层区内发现8条断层：即F2、F39、F40、F41、F42、F43、F44、F26断层，主要分布矿区西部和北部，断层走向以NE向为主，少数为NW向；断层性质以正断层居多，少数为逆断层。区内主要断层叙述如下：F2断层：位于矿区南部外缘，为区域性大断层，延伸长度达数十公里。断层走向近NWW向，倾向近N，倾角2040，区内表现为低角度正断层，落差120290m，由西向东，落差逐渐变小。该断层地表出露在区外，但深部延伸至矿区内，对含煤地层破坏极大，在西部8勘查线两侧，龙潭组中下部（17#煤层以下层位）几乎全被断失，见图2-3。在东部7勘查线（703孔）附近，17#煤层至15号煤层之间层位被断失，见图2-4。区内，该断层深部有3个钻孔（802、805、703）控制，已达到查明程度。F39断层：位于矿区东部，延伸长度约280m。走向NE60，倾向NW，倾角不详，切割T1f2-2T1f2-3地层，其NW盘上升，SE盘下降，为逆断层，落差10m左右。该断层断距小，对含煤地层无影响。F40断层：位于矿区中南部，地表延伸长度560m。断层走向NE30，倾向NW，倾角63，地表切割P3lT1f 2-2地层，错断1、17#煤层露头线。其NW盘上升，SE盘下降，为逆断层，落差约1030m，向北东落差逐渐变小而消失。该断层向下延伸至含煤地层中，1#煤层巷道分别在1472m、1476m标高穿过F40断层，煤层被断开，落差510m，向深部落差渐小。F41断层：位于矿区北东部，东端延伸出区外，区内长约240m。断层走向NE70，呈一向突之弧形，倾向SE，倾角不详。发育于T1f 2-2地层中，为正断层，落差不明。F42断层：位于矿区西部，区内延伸长度约800m。断层走向NW335，倾向NE，倾角5565，地表切割P3lT1f 2-1地层，其NE盘下降，SW盘上升，为正断层，落差约30m。该断层错断1、17#煤层，在深部造成1号煤与17煤之间地层缺失，对含煤地层造成一定破坏。F43断层：位于矿区北部，其南西端交F42断层，北东延伸出区外，区内长度约1000m。断层走向NE45，倾向SE，倾角60。地表切割T1f 1T1f2-1地层，其NW盘上升，SE盘下降，为正断层，落差4080m，由南西向北东，落差逐渐变小。该断层深部错断F2断层，对含煤地层造成破坏。F44断层：位于矿区北部，其北端延伸出区外，区内长度约220m。断层走向NE30，倾向SE，倾角59。地表切割T1f 1T1f 2-1地层，其NW盘上升，SE盘下降，为正断层，落差约20m。该断层对含煤地层无影响。F26断层：位于矿区东南部，地表无迹象，井下巷道见及。1#煤层巷道中有三处（标高1499m、1498m、1492m）揭穿该断层，断层走向NE，倾向SE，倾角65。井巷中，煤层被断开，其南东盘下降，北西盘上升，为正断层，落差15m左右。区内主要断层特征见下表。断层特征一览表断层编号位 置长度（m）断层性质产 状落差（m）主要特征走向倾向倾角F2南缘区外正近E-WN20-40116-255龙潭组中下部断失F39东部280逆NE60NW不详10T1f2-3/ T1f2-2界线错断F40中南部560逆NE30NW6310-301号煤被断开F41东部240正NE70SE不详不明地表见断层迹象F42西部800正NW335NE55-65301号煤露头线、T1f2-1/ T1f1界线被错断F43北部1000正NE45SE6040-80T1f2-1/ T1f1界线错断F44北部220正NE30SE5920T1f2-1/ T1f1界线错断F26南东部720正NE65SE65151#煤层被断开（三）、水文地质1、地层富水性根据岩性组合，岩层富水性和可采煤层赋存空间因素，自上而下将矿区内及周边地层含水性简述如下。（1）第四系（Q）：浅层松散孔隙含水层主要为坡积、崩积、残积亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉积物。其面积较小，断续、零星呈厚薄不一分布于其余各地层之上，尤其以河谷、岩溶洼地、含煤地层出露地带较多。其孔隙度相对大，透水性相对良好，含孔隙水，与下伏地层有直接水力联系。富水性与大气降水关系密切，雨季后在斜坡脚、冲沟处有成片出露泉点或渗水，泉水多数雨后不久即干涸。（2）飞仙关组（T1f）：碎屑岩层间裂隙含水带富水性弱岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，中夹少量灰岩薄层，厚度约550m，浅部风化裂隙发育，含裂隙水。随埋深增加，裂隙减少，富水性减弱。该组泉点流量小，一般为0.134 l/s左右；矿化度为0.050.07g/l；水质类型为重碳酸钙水。为相对隔水层。（3）龙潭组（P3l）：碎屑岩层间裂隙含水带富水性弱为本区含煤地层。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、灰岩及煤层组成，厚度约452m。地表大片被第四系掩盖，其浅部含风化裂隙水和小煤窑积水。深部富水性减弱。矿井掘进该层时，巷道浅部顶、底、帮有渗水、滴水、淋水现象。据九峰普查报告，该组泉点流量均不大，旱时流量一般在0.15l/s左右，矿井水的酸性较强，PH值为4.065.43。水质类型为硫酸钙、镁水，该层含水性较弱。（4）峨眉山玄武岩组：玄武岩裂隙含水带富水性弱矿区内无出露。岩性主要为暗绿色玄武岩，中夹火山角砾岩及凝灰岩。含风化裂隙水，泉点流量小，一般在0.10.58l/s；矿化度0.068g/s；水质类型为重碳酸钙水。该层富水性弱，为相对隔水层。2、断层带水文地质特征本区全部为正断层，均位于煤系和飞仙关组地层中，大多为塑柔性岩石。断层破碎带部位以粉砂、泥岩为主，胶结程度较好，富水性弱，在断层带周边无井、泉出露，故在自然状态下断层带含水性弱，导水性差。据九峰勘查区普查报告，全区有10个钻孔遭遇断层，一般动水位和耗水量无明显变化，仅902孔见F2断层时，动水位和耗水量有突变现象。技改井巷中遇F40断层，断层破碎带较窄，胶结紧密，裂隙不发育，且多被方解石充填，揭穿处无涌水现象，仅有少量渗水，说明断层破碎带富水性差，断层导水性弱。综上，区内断层一般情况下导水性弱，但大断层（F2等）的局部地段，断层可能有一定导水性。3、地表水本地最低侵蚀基准面标高1290m（乌都河床）；矿井最低排泄面标高为1410m（高坡北西沟谷）。矿区内无湖泊、水塘、河流等地表水体，仅有一些小溪（冲）沟，其中较大者有4条，以1924.9m最高点为园心呈辐射状分布，流向以NW和SW向为主，属溪沟源头地带，区内延伸长度400800m。溪沟水量受大气降水控制，季节性变化十分显著，雨季暴涨，旱季大多干涸，属北盘江水系。4、矿井充水因素分析（1）大气降水：大气降水是矿区地下水的主要补给来源，对矿床充水有较大的影响。随着矿井采掘面积不断扩大，顶板岩层将产生不同程度的岩层位移，采空区地面将产生塌陷、地裂缝、冒落裂隙等，大气降水及地表迳流将通过地裂缝、冒落裂隙直接渗（涌）入矿井，有可能造成矿井水患。（2）地表水：区内地形高差较大，无大的地表水体，季节性溪沟发育，地表水排泄条件好，正常情况下对矿井充水影响不大。（3）老窑和原矿井积水：矿区煤层露头及浅部地带，由于当地村民私挖乱采，遗留一定数量的1号、17号煤老窑，这些老窑分布零乱，一般均汇聚大量老窑积水。该矿东南角为原矿井（1号煤）开采区，其采空区范围约0.041k，其中亦汇聚大量积水。因此，在老窑和原矿井附近开采时，应注意防范突水事故发生。（4）矿井直接充水含水层：为龙潭组及飞仙关组下段的裂隙含层水。它们富水性弱，但具承压性。因此，在今后开采过程中应作好疏排水工作。（5）矿井间接充水含水层：为含煤地层上覆永宁镇组、下伏茅口组岩溶强含水层，永宁镇组在区内和周边地带均无分布，对矿井开采无影响。茅口组与含煤地层之间有较厚的峨眉山玄武岩隔水层相隔，一般情况下对矿井开采影响不大。（6）断层导水：区内断层一般导水性较差。但随着矿井不断开采，有可能改变断层的原始状态，导水性会增强，有可能连通强含水层。因此，在一些较大断层（F2等）附近采煤时，应采取措施，防止突水事故发生。5、水文地质条件类型云庄煤矿可采煤层基本上出露于本区最低排泄面（1410m）以上，地表无大的水体，含煤地层富水性弱，地下水补给条件差，一般情况下断层导水性差，老窑和原矿井积水对矿井开采威协较大。综上，本矿属以大气降水补给为主的裂隙充水矿床，水文地质条件类型中等。但在接近老窑和原矿井采空区附近，水文地质条件相对复杂。（三）矿井涌水量三板桥云庄煤矿涌水量主要两部分组成，即巷道顶板裂隙水和采空区顶板裂隙水。该涌水量受降雨量控制，雨季最大流量约405m/d，正常涌水量大约135m/d。采空区面积作为本矿涌水量最为相关的因素，是它直接影响了涌水量的大小。所以本次涌水量预测，采用现采空区面积与矿井末期开采面积相比拟的方法。矿井涌水量与开采面积有一定的函数关系。采用公式为 S FQ = Q1 S1 F1并且最大涌水量是平均涌水量的3倍式中：Q矿井末期涌水量；Q1现矿井涌水量，取正常涌水量值135m/d；F1现矿井采空区面积，取平均单层采空面积0.06k；F矿井面积，取矿井开采水平面积1.065k；S现矿井开采深度，为+1495m,水位降深为50m；S1矿井最低开采深度，为+1292m。水位降深为300。比拟法涌水量预算成果表井巷控制面积（）水位降深值（m）正常涌水量（m/d）涌水量预算公式预算涌水量（m/d）F1FS1SQ1 S FQ= Q1 S1 F1Q最大=3QQQ最大600001065000503001354801440矿井末期采区正常涌水量为480m/d20m/h；矿井末期采区最大涌水量为1440m/d60m/h。四、安全开采条件 1、煤层及顶底板情况1#煤层：位于龙潭组顶部，为主要可采煤层。煤层厚（可采厚度，以下同）1.372.30m，平均1.94m。全区见煤点20个，其中，钻孔见煤点3个（703、805、802）、井巷测煤点17个，全部可采，见煤点可采率100%，面积可采指数100%，为全区可采煤层，属较稳定煤层。煤层结构较简单，含夹石01层，厚0.050.30m，为炭质泥岩。煤层顶板为深灰色泥质粉砂岩，块状层理，含较破碎动物化石。直接顶厚度为2.5米；煤层直接底板为黑色粉砂质泥岩，含植物根部化石，其下为粉砂岩。1#煤层的厚煤地带，在南东部h5、h14、h12一带，煤厚在2.02.3m左右；由该带向NW、向SE方向，煤层均变薄，一般在1.32.0m左右。17#煤层: 位于龙潭组上部，上距1#煤层约113.92m。煤层厚0.883.56m，平均2.66m，全区见煤点共8个，其中，钻孔见煤点3个，井巷测煤点5个，全部可采。见煤点可采率100%，面积可采指数100%，为全区可采煤层，属较稳定煤层。煤层结构较简单，含夹石03层，多为单一结构。煤层顶板为粉砂岩或细砂岩，局部为泥质粉砂岩，有时含动物化石。煤层直接底板为泥岩，含植物根部化石，其下为细砂岩。17#煤层厚度变化较大，其厚煤区位于矿区南部802孔h1h5一带，煤厚一般大于3m，最厚点（802孔）达3.56m。向北西方向，煤层有逐渐变薄之势，至北部805孔煤厚仅1.17m。五、其他开采技术条件1、瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字200766号对黔西南州煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，普安县三板桥云庄煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为1.41m3/min，相对瓦斯涌出量为9.63m3/t，测定数据及矿井瓦斯等级鉴定结果，矿井为低瓦斯矿井。2、煤与瓦斯突出危险性根据中国矿业大学（北京）2008年10月提交的普安县三板桥云庄煤矿1#、17#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结果为：普安县三板桥云庄煤矿1#煤层在开采+1450m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层；17#煤层在开采+1392m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件(黔安监管办字【2007】345号“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”。普安县三板桥云庄煤矿在该文件划定的煤与瓦斯突出区内，因此，矿井按有煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，1#煤层+1450m水平以上及17#煤层+1392m水平以上按突出矿井中的非突出区域进行设计和管理，矿井建设期间，应及时请资质单位对矿井1#、17#煤层深部煤与瓦斯突出危险性进行鉴定。3、爆尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室提交的贵州省普安县三板桥云庄煤矿煤尘爆炸危险性鉴定报告，本矿1#和17#煤层的煤尘爆炸危险性鉴定为有煤尘爆炸危险性，其他煤层未取样进行鉴定，因此，本矿按煤层有煤尘爆炸危险性进行设计和管理。4、煤的自燃性根据贵州省煤田地质局实验室提交的贵州省普安县三板桥云庄煤矿煤炭自燃倾向性等级鉴定报告，本矿1#煤层的自燃倾向性等级鉴定属类，即自燃煤层，17#煤层未取样进行鉴定，因此，本矿按类，即煤层容易自燃进行设计和管理。5、地温区内无地温异常现象，属地温正常矿井。6、冲击地压地质资料中未提供冲击地压的相关资料，但在该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，普安县三板桥云庄煤矿按没有冲击地压危险考虑。7、地表水体、放射性元素、特殊建构筑矿区属北盘江水系，有南盘江支流楼下河与北盘江支流罗细河（格所河）的分水岭通过，矿区内无湖泊、水塘、河流等地表水体，仅有一些小溪（冲）沟。根据储量核实报告、实地踏勘及业主反应矿区内无放射性元素和特殊建构筑物。第二章、巷道施工设计及顶板管理一、巷道设计1、1012回风巷主要用于1012工作面通风，按方位角90沿1#煤层掘进，巷道跟煤层顶板掘进与1012切眼贯通形成采煤工作面，设计掘进长度300m。 1012回风巷沿1号煤层顶板掘进，利用煤层直接顶作为巷道的顶板，根据巷道顶底板岩性，及工作面配风要求，巷道断面设计为矩形，锚网、锚索联合支护。巷道净宽3.20m净高2.20m，净断面积S=7.04m,能够满足工作面生产需要；掘进断面为宽3.4m2.3m,S毛=7.82 m。2、1012运输巷主要用于1012工作面运输、通风、行人，按方位角90沿1#煤层掘进，巷道跟煤层顶板，与1012回风巷、1012切眼贯通形成采煤工作面，设计掘进长度320m。 1012运输巷沿1号煤层顶板掘进，利用煤层直接顶作为巷道的顶板，根据巷道顶底板岩性，及工作面配风要求，巷道断面设计为矩形，锚网、锚索联合支护。巷道净宽3.50m净高2.20m，净断面积S=7.70m,按照规程规定能够满足工作面生产需要；掘进断面为宽3.55m2.3m,S毛=8.28 m。3、1012切眼主要用于工作面的安装、回采，按方位角210沿1#煤层掘进，巷道跟煤层顶板，与1012回风巷贯通形成采煤工作面，设计掘进长度80m。 1012切眼沿1号煤层顶板掘进，利用煤层直接顶作为巷道的顶板，根据巷道顶底板岩性，及工作面配风要求，巷道断面设计为矩形，锚网、锚索联合支护。巷道净宽2.60m净高2.20m，净断面积S=5.72m,按照规程规定能够满足工作面生产需要；掘进断面为宽2.7m2.3m,S毛=6.44m。二、巷道顶板管理及支护说明 （一）、正常生产情况的巷道顶板管理及支护要求1、巷道支护形式由于煤层顶板为深灰色泥质粉砂岩，块状层理，含较破碎动物化石。直接顶平均厚2.5m。顶板岩石硬度为类，属中等稳定岩石，硬度系数f=46。根据工程类比法本工程采用锚杆挂网、锚索联合支护。支护参数选择：按悬吊理论计算锚杆参数： （1）、锚杆长度计算： L=KH+L1+L2 =22.7/(26)+0.5+0.1 =1.05m 设计选取1.6米 式中 L 锚杆长度 H冒落拱高度 L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般取0.5m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。其中：H=B/2f 式中：B巷道开掘宽度，取2.7m f 岩石坚固系数细砂岩取5（2）、锚杆间、排距计算，间、排距相等： =Q/KH（1.51.8）-2 =50/(20.2722) 1.6-2 =1.6m 设计选取800800式中：锚杆间排拒 Q锚杆设计锚固力，50KN/根； H冒落拱高度，m 被悬吊岩石重力密度，KN/m3，取22 KN/m3 K安全系数，取K=2（3）、锚杆直径 d=l/110=1.6/110=14.5mm 设计选取18mm根据上述计算永久支护为锚杆、锚索挂网联合支护。巷道支护形式为锚杆、锚索、金属网支护。支护规格断面为：1012机巷净宽净高3.52.2m，锚杆的排距株距均为0.9m1.55m，金属网为长宽=2m1m,锚杆使用18mm，长2000mm的优质螺纹钢。锚杆扭矩不小于100kN。锚索钢绞线长度6m。一排锚杆、一排锚索间隔支护。1012风巷净宽净高3.22.2m，锚杆的排距株距均为0.9m1.4m，金属网为长宽=2m1m,锚杆使用18mm，长2000mm的优质螺纹钢。锚杆扭矩不小于100kN。锚索钢绞线长度6m。一排锚杆、一排锚索间隔支护。1012切眼净宽净高2.62.2m，锚杆的排距株距均为0.9m1.2m，金属网为长宽=2m1m,锚杆使用18mm，长2000mm的优质螺纹钢。锚杆扭矩不小于100kN。锚索钢绞线长度5.5m。两排锚杆一排锚索间隔支护。顶板锚杆、锚索（详见巷道断面图）垂直煤层顶板施工，误差不得超过5。严格按中线施工，中线误差不得超过100mm。 2、工作面顶板管理与支护方法工作面迎头每次人工打眼放炮完后，当班瓦斯员、安全员、班组长首先检查通风情况和瓦斯及有害气体浓度，瓦斯1%在以下时，方可进行敲帮问顶检查顶板，确保顶板、边帮没有松石、裂隙、脱层、掉碴等冒顶、片帮现象的安全隐患存在，迎头煤壁和巷道边帮伞檐凸出不超过0.2米，工作面作业空间都达到安全的条件下，应立即打锚杆眼，挂网将整个迎头每次放炮显露的顶板和边帮部分（详见巷道支护断面图）进行支护，挂网离迎头不得超过0.2米，并牢固锚杆和金属网，锚杆和金属网布置按质量要求铺设，整个迎头顶板、边帮全部进行锚杆网支护管理后，才允许进行出碴及其它工作，严禁空顶作业（放炮后未对顶板、边帮进行检查支护就在裸露的顶板、边帮下进行施工作业），这种顶板管理方法必须是工作面地质条件变化不大，无伪顶，顶板稳定，岩石比较坚硬，顶板结构无裂隙、脱层、岩石破碎现象；当工作面遇到地质条件变化大，如地质破碎带、断层、采空区、过老巷等地方，顶板岩石松软、有裂隙、破碎、脱层及伪顶厚度有0.2米以上，或顶板潮湿、淋水现象，工作面每次放炮后应及时采取临时支护进行管理顶板。（二）、巷道临时支护方式与施工方法工作面在施工过程中，遇到地质条件变化等情况下，当班安全员、施工队负责人及班组长应及时向矿调度室及总工程师汇报，下井带班矿领导应按照作业规程要求在现场及时采取临时支护措施管理工作面顶板。1、工作面迎头每次人工打眼放炮完后，当班瓦斯员、安全员班组长首先检查通风情况和瓦斯及有害气体浓度，瓦斯在1%以下时，方可进行敲帮问顶检查顶板，确保顶板、边帮没有松石、裂隙、脱层、掉碴等冒顶、片帮现象的安全隐患存在，迎头煤壁和巷道边帮伞檐凸出不超过0.2米，工作面作业空间都达到安全的条件下，迎头顶板悬空时间来不及打锚杆挂网进行永久支护时，应立即进行临时支护，第一付临时支护应在顶板稳定安全并有永久支护（或不再替棚并留设为永久支护的临时支护已经顶帮背实背严、牢固）的地方开始架设。2、临时支护形式及架设方法（1）、工作面放炮后进行检查处理顶板、边帮没有出现超高超宽情况，或顶板、边帮超高、宽均不超过0.5米以内并不再发生冒顶、片帮，使用临时支护管理顶板解决迎头出碴及其它作业完后能够拆除临时支护再进行锚网永久支护，符合该条件的情况下，可采用DZ22-30/100型单体液压支柱配套DFB.C2.2m4.4m型金属长梁使用，支柱必须完好，不漏液，不自动卸载，无外观缺损，顶钢梁与顶板必须用木板、钢轨等材料背实并往迎头伸长1.5米以上作为前探支护（需要打锚杆眼的地方留有空间），防止漏矸与冒顶，钢梁承载能力300400KN，许用弯距52.5(KN.m)，支护形式是一梁两柱成形棚。架设形棚时至少要有3人以上在顶板完好、稳定有支护下面进行操作，2人固定扶稳长钢梁，1人升起单体液压支柱，柱底严禁支在浮渣浮煤上，要支到硬底，底板遇水膨胀、底鼓时，柱底要穿鞋，形棚要求竖直面方向棚架要垂直顶、底板，平面方向棚架要垂直巷道走向中线，棚距0.51米以内（根据实际顶板情况确定棚距），空帮必需用木料背实，第一付临时支护架设好并检查牢固安全后，可以在临时支护下面出碴，每当有一付临时支护位置即0.5米长距离应停止出碴，按架设第一付要求进行支设第二付临时支护，同时在两付临时支护之间打锚杆眼并支入锚固剂插入锚杆用托板加螺帽扭紧固牢，接着出碴再支护直至完成整个工作面出碴，打临时支护和永久锚杆支护的全部工作，最后拆除临时支护，铺上金属网，再用托板螺帽紧固在锚杆露头上。（三）、特殊情况下的巷道顶板管理及支护要求1012掘进工作面在施工过程中，遇到地质条件变化如地质破碎带、断层、采空区、过老巷等地方，顶板岩石松软、有裂隙、破碎、脱层及伪顶厚度有0.2米以上，或顶板潮湿、淋水现象等情况下，巷道采用锚网喷加锚索（排排加锚索）永久支护不能有效支护工作面顶板围岩时，应改变巷道断面形状及支护形式。1、特殊情况下的巷道断面尺寸及支护方式1012切眼特殊情况下断面均采用梯形断面，上宽2.4m，下宽2.8m，高2.2m，采用2.6m带牙壳的矿用工字钢腿，2.6m的矿用11#工字钢梁，工字钢棚底扎2.33m70mm。梯形棚要求竖直面方向棚架要垂直顶、底板，平面方向棚架要垂直巷道走向中线，棚距是钢腿中对中0.6米以内（根据实际顶板压力情况确定棚距），棚腿严禁支在浮渣浮煤上，要支到硬底，底板遇水膨胀、底鼓时，棚腿要穿鞋。2、工字钢梯形棚架设方法工作面放炮后进行检查处理顶板、边帮没有出现超高超宽情况，或顶板、边帮超高、宽均不超过0.6米以内并不再发生冒顶、片帮的情况下，第一架工字钢梯形棚支护应在顶板稳定安全并有永久支护（或已经顶、帮背实背严和已支护好牢固的工字钢梯形棚）的地方开始架设，人员要在有支护下面进行支护架设操作，顶梁与顶板之间必须用木头、木板、钢轨等材料背实并往迎头伸长1.5米以上作为前探支护，防止漏矸与冒顶；第一架工字钢梯形棚支护架设好并检查牢固安全后，可以在支护下面出碴，当空顶距0.5米长距离应停止出碴，架设第二架工字钢梯形棚，接着出碴再支护如此往复，直至完成整个工作面支护的全部工作，所架设的工字钢梯形棚支护不需要替棚再打锚网喷支护而留作永久支护。（四）、巷道冒顶、塌方等特殊情况下的顶板管理与支护方法1012掘进工作面在施工过程中，遇到地质条件变化如地质破碎带、断层、采空区、过老巷等地方，顶板岩石松软、有裂隙、破碎、脱层及伪顶厚度有0.2米以上，或顶板潮湿、淋水现象等情况下，工作面发生冒顶、塌方或者工作面伪顶特厚引起漏顶造成巷道严重超高、超宽（宽高=43.5米以上）时，根据实际冒顶、塌方和巷道超高、超宽情况另行制定安全技术措施进行处理。（五）、锚杆、网永久支护质量要求 1、支护形式：（1）、采用锚杆、网作为永久支护。（2）、水沟使用临时水沟，水沟规格：净宽净深=300300mm。2、支护材料：（1）、锚杆规格：中顶和帮采用直径18mm，长2.0m螺纹钢，中顶和帮锚杆株、排距分别为：机巷1550900mm，风巷1400900mm，切眼1200900mm。锚固剂型号：CK2840，每根锚杆使用两卷锚固剂。锚杆托盘采用铁托盘+木托盘，木托盘尺寸为长宽厚 60025050；（2）、材料：锚杆规格:182000mm螺纹钢，杆体及其附件标准符合Q/HBKJ0112003、0122003、0132003。(3)、支护参数：巷道名称断面形状围岩类别净高净宽株距排距锚杆规格锚固长度排列形状1012采面切眼矩形220026001200900182000800矩形锚杆材料铺网规格锚固剂型号初锚力锚固力金属20001000CK2840300Nm80KN说明：未标注尺寸为mm.巷道名称断面形状围岩类别净高净宽株距排距锚杆规格锚固长度排列形状1012采面机巷矩形220035001550900182000800矩形锚杆材料铺网规格锚固剂型号初锚力锚固力金属20001000CK2840300Nm80KN巷道名称断面形状围岩类别净高净宽株距排距锚杆规格锚固长度排列形状1012采面回风巷矩形220032001400900182000800矩形锚杆材料铺网规格锚固剂型号初锚力锚固力金属20001000CK2840300Nm80KN (4)、质量要求：、锚杆施工质量要求：锚杆株排距机巷1550900mm，风巷1400900mm，切眼1200900mm， 允许误差100mm，杆体与巷道轮廓或主要岩层构造面夹角75，外露长度40mm，10 mm，托板紧贴岩面。锚固剂使用CK2840，每根锚杆使用两卷锚固剂，锚固力80KN。锚杆每帮根/排，锚杆紧跟迎头。木托盘垂直巷道布置。、锚杆施工要求执行“五不”制度，即：a、巷道断面不符合设计要求，危岩活石不处理，险情未排除不打眼；b、班组长不画眼位，打眼工不打眼；c、不按规定打眼或打眼不合格，不准安装锚杆；d、锚固剂质量不合格，不准使用；e、杆体、托盘不合格，不准使用。第三章：施工工艺一、施工工艺巷道采用人工打眼爆破法落碴，刮板运输机运输煤，刮板机机头机尾要打设压柱并且打稳打牢；刮板机机头传动部位要有安全防护罩；人工装煤矸。二、掘进工艺流程：校对中腰线看中、腰线（定眼位）定炮眼位置打眼、装药、爆破（放掏槽眼、辅助眼、底眼）、清底、验炮检查瓦斯洒水降尘打眼、装药、爆破（放二圈眼和周边眼）、清底、验炮检查瓦斯洒水敲帮问顶打锚杆挂网（架设临时超前支护）出煤、矸。第四章 炮眼布置及爆破说明书一、爆破作业掏槽方式为楔形掏槽方式。 1、炸药、雷管： 使用煤矿安全许用水胶炸药、煤矿安全许用毫秒延期电雷管, 最后一段的延期时间不得超过130ms。 2、装药结构：正向装药。 3、起爆方式 起爆使用MFB-200型发爆器，串联方式联线。全断面一次装药一次起爆。根据围岩及特殊地质条件，应随时调整爆破参数，周边眼采用隔眼装药爆破或用风镐、手镐刷至设计尺寸。装药前，班长要派专人到通往距放炮地点100m以外新鲜风流中设岗警戒，站岗人员要将放炮影响区内与装药无关的所有人员全部撤至警戒线以外，要严格执行 “一炮三检”、 “三人连锁放炮”制度，当安全无问题时，当班班长依照出勤人数逐一核对，然后由班长下达放炮命令，放炮员方准放炮，放完炮有专人撤岗，得不到撤岗命令，站岗人员不准撤岗。二、炮眼布置 三、爆破图表炮眼编号炮眼名称深度装药量角度封孔长度连线方式爆破顺序备注每孔合计卷KG卷KG俯角仰角水平15掏槽眼1.840.6204.0串168辅助眼1.630.4591.8串2919周边眼1.620.3223.3串31923底 眼1.620.3101.5串3合计9210.6炮眼封孔采用水泡泥，剩余部分采用粘土炮泥封实，封泥长度不小于0.5米。无封泥或封孔长度不足严禁放炮。严禁用异物替代封孔材料。四、爆破原始条件名称单 位数 量掘进断面m2 6.24炮眼深度m1.61.8炮眼数量个23煤（岩）层硬度系数f 16工作面瓦斯情况0.6M3/min第五章：生产系统一、通风系统(一)、通风方式及供风距离 采用压入式通风，局扇安装在轨道下山平台或皮带运输大巷防突门以外的绕道巷内，风机必须执行“三专两闭锁”，采用双风机、双电源并能自动切换。（二）、风量计算 1、按瓦斯涌出量计算：Q=1000.62.5=150 m3min；式中：Q掘进工作面的需风量，m3min； q掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量，m3min。 k掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮掘工作面取k1825。2、按一次性炸药消耗量计算： 按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500 m3计算：Q=A500/t=10.6500/30=176 m3min；式中：A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； t爆破后稀释炮烟的通风时间，min，一般取2030min。3、 按工作人员数量计算：Q=4N=416=84 m3min；式中：n掘进工作面同时工作的最多人数，人。4 按风速进行验算：按煤矿安全规程规定的最低风速，验算最小风量：Q600.25S=600.256.24=93.6 m3min按煤矿安全规程规定的最高风速，验算最大风量：Q604S=6046.241497 m3min式中：S掘进工作面巷道的净断面积，m2。按上述条件计算掘进通风最大值为171 m3min按局部通风机型号的额定吸风量计算负压通风配风量：Q=Q吸K=4201.25=525 m3min式中： Q局部通风机额定风量的总和，m3min； k防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，进风巷中无瓦斯时取115，有瓦斯涌出时取125。5、局部风机选型选择型号FBDNo5.6/215，功率215KW对旋式风机，该风机的排风量为:420 300 m3/min，符合要求，能满足掘进供风需要。 二、压风风源来自地面压风机房，型号：LG132，风压为0.8MPa，迎头风压不得小于O.4MPa。三、综合防尘工作面安装喷雾及洒水管，坚持放炮前、后、出渣时洒水降尘。在掘进巷道中安设一组隔爆水棚，水棚距迎头60m200m，每袋水量不小于40L/m2，水袋总数不少于40个，棚间距为1m ，安设后，要经常加水、维护，确保水量充足。四、防灭火:在防尘管路设三通阀，以备防火用。每50m安装个三通阀。在消防器材库砌筑砂槽，装有备用河砂、铁铲，灭火器等防灭火器材。 五、供电所用电源均来自地面变电所。风机供电要使用风机专用电源，局部通风机必须实现双风机、双电源、三专两闭锁。 六、排水该掘进工作面为下山施工，水文地质简单，在巷道施工过程中，可能遇构造并有少量淋水，必要时可在下帮开水窝，经水泵排至材料大巷自流到地面污水处理站。七、运输系统（一）支护材料、设备运输： 现场所用材料或设备用1t V型标准矿车或平板车，由1#层材料巷运至轨道下山，经1012运输巷、1012回风巷人工推车运至迎头外料场，卸车后码放整齐（二）矿渣运输：掘进工作面运输设备：安装一部皮带机、一部刮板运输机。由人工铲煤入刮板机经运输下山1#层运输巷地面筛选系统。八、通讯距掘进迎头不超过100米，安装一部防爆电话直通调度室，服务于安全生产。提升要安装声光信号，靠信号指挥。九、安全监控1、附近巷道瓦斯的涌出变化等情况。根据1011工作面运输巷在掘进时未发现瓦斯异常涌出，正常瓦斯绝对涌出量为0.45m/min。1012回风巷在未采区掘进，预计掘进工程量为320米，掘进开口到切眼位置两点高差10米，根据1011回风巷施工瓦斯情况，预计本巷道掘进瓦斯绝对涌出量不大于3m/min，但是在掘进时可能会遇到地质构造，预计构造带瓦斯涌出量较大，另外掘进施工时进入煤与瓦斯突出鉴定标高+1450米以下时，必须制定局部防止煤与瓦斯突出措施。2、掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统。为确保能够实时监测掘进时瓦斯变化情况，按照20061029标准设置以下安全监测装置，1012运输巷、回风巷所有监测装置均接至一阶段车场内。接口号传感器名称安装位置设定报警值设定断电值006A07低浓度瓦斯传感器T1迎头0.8%1%006A08低浓度瓦斯传感器T2距回风口10米0.8%1%006D11风筒传感器风筒上006D12设备开停传感器设备附近006D15馈电传感器设备附近3、监测设备布置 断电仪安放在材料大巷或运输下山内。 瓦斯传感器吊挂位置距顶板不大于300mm，距煤帮不小于200mm。 工作面瓦斯传感器T1：应吊挂于距工作面5-10m的位置。 回风瓦斯传感器T2：应吊挂于巷道回风出口10m-15m的位置。 设备开停传感器卡在主、备局部通风机电源负方侧。4、各个瓦斯传感器的报警、断电、复电值及其断电范围： 工作面瓦斯传感器：报警值0.8% 断电值1.0% 复电值1.0% 断电范围：1012工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。 回风瓦斯传感器：报警值0.8% 断电值1.0% 复电值1.0% 断电范围：1012工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。5、监测设备的定期调试：每周定期用标准气样对瓦斯传感器进行调校、校准。每周定期试验瓦斯电闭锁时，队组必须派一名电工在指定地点等待配合做瓦斯超限断电试验。 每月定期对所有监测设备进行检修、维护。6、队组日常维护 队组负责监测监控设备完好、不失