3101回风顺槽内容1.doc

3101掘进工作面基本常识 一、概况：1、3101回风顺槽掘进工作面巷道断面为：宽3m高2.5m的矩形，总工程量684m，其中一号段长422m，巷道坡度010度之间，二号段长262m。2、3101运输顺槽掘进工作面巷道断面为：宽4m高2.5m的矩形。巷道总工程量777m，其中一号段长443m，顺煤层底板起伏掘进，坡度在05度之间；二号段长334m。 二、煤（岩）层赋存情况：1、本掘进工作面位于山西组中下部3#煤层中，煤层走向180185度，倾向270275度，倾角010度。煤层平均厚度为5.63米，煤层厚度稳定，煤层分两个自然分层，含一层夹矸，为较复杂结构煤层，其结构为1.5（0.05）4.08m，坚固性系数f为1.92.0。本工作面只开采3煤一个煤层，煤质属低灰、特低硫、高发热量、为良好的动力煤和化工用料。煤的容重为1.4t/m3。表1煤层特征情况指 标参 数备 注煤层厚度（最大-最小/平均）m4.506.30/5.62据地质报告煤层倾角（最大-最小/平均）度100/5附近巷道测量煤层硬度1.92.0据地质报告煤层层理（发育程度）发育现场观测煤层节理（发育程度）不发育现场观测自燃发火期：d不易自燃发火据地质报告绝对瓦斯涌出量（m3/min）10.872011年鉴定结果相对瓦斯涌出量（m3/t）6.422011年鉴定结果煤尘爆炸指数%40地温0C1016井下实际测定表2煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬 度厚 度岩 性顶板基本顶砂岩3.43.6510m中细粒砂岩直接顶砂岩2.83.05.20m粉砂岩、砂质泥岩伪 顶泥岩1.500.10m松软泥岩底板直接底泥岩1.50.050.2m灰黑色泥岩基本底砂质泥岩3.63.86.519m灰灰白色细砂质泥岩2、煤系地层综合柱状图： 三、地质构造：1、本巷道掘进区域位于一宽缓的背斜构造一翼，煤层走向180185度，倾向270275度，倾角010度。不存在断层，褶曲、裂隙、火成岩、陷落柱均不发育，煤层及附近地层均无导水性。因巷道附近存在有采空区和旧巷道，掘进区域地质情况已通过原来采掘工程查明，地质构造的控制程度应为查明。2、本矿井及本掘进区均不存在煤（岩）层应力集中区，不存在冲击地压的威胁。 3、地质平面图：见正文后附图4、地质剖面图（示意图） 四、水文地质：1、巷道主要充水因素为3#煤层顶板以上号砂岩水，距3煤层顶板界面约510m。正常情况下，不会出水。施工过程中，过裂隙带时，局部顶板可能会出现少量淋水。当顶板锚索打到该岩层时，水会顺锚索孔流出。预计巷道正常涌水量为0.5m3 /h左右，最大涌出量为1m3/h左右，对正常掘进影响不大。2、本回风顺槽掘进工作面，位于原旧采区西部，与旧采空区之间保留10m宽净煤柱，顺旧采区方向，沿煤层底板掘进，巷道开口点位于原东大巷内，终点位置位于井田东边界的8号拐点附近。3101回风顺槽开口点位于原东大巷进入原旧采空区的巷道入口附近，设计本回采工作面顺走向的中部存在3条旧巷道，在设计本回采工作面之前，已经对本工作面中部的旧巷道进行了维修加固，并向本回风顺槽掘进的通过方向进行了钻探，没有发现相邻的旧采空区有老空积水，与本掘进巷道相通的3条旧联络巷也没有发现采空区积水，说明老巷道不存在积水，故本巷道的掘进范围内更不存在老巷道、老采空区水的威胁。3、地表水对施工的影响：本掘进区构造形态总体为近向西北方向倾斜的单斜构造，该处3号煤层埋藏深度为200m以下，计算此处最高导水裂隙带高度为82.50m，不涉及地表裂隙，根据2010年中国矿大防治水专家的研究报告，地表至开采煤层之间存在有厚层的软塑性岩层，起隔水作用，地表水不会渗漏到矿井下。4、承压水：本掘进区内3号煤层底板最低标高为800m，本区奥灰水的水头标高为650m，掘进区巷道位于奥灰水的水头以上150m处。因此，底板水对本掘进区3号煤层的巷道掘进充水无影响。据邻近奥灰水源井资料，本区奥灰水位标高约在650m左右，含水层段为峰峰组下部及马沟组含水层，其中峰峰组含水层富水性弱，马沟组含水层富水性强。本巷道位于井田东部，煤层处于奥灰水承压水头之上，奥灰承压水对巷道掘进无影响。5、掘进超前探放水：由于该掘进范围内有多处密闭墙与上山方向的原旧采空区相通，每个密闭均设有密闭墙观察孔，经多次观察无水，说明上部采空区无水，下部20m外为旧巷道，旧巷道已揭露，也无水，证明该掘进区范围内已确认无积水。为坚持“有掘必探、先探后掘”的探放水原则，仍要进行掘进工作面超前探放水。第三节 巷道布置与支护说明 一、巷道布置：1、3101回风顺槽掘进工作面煤层底板掘进，巷道标高在+800840m之间，巷道断面为：宽3m高2.5m的矩形，总工程量684m，其中一号段长422m，真方位角154度，巷道坡度010度之间，二号段长262m，真方位角64度，开口位置位于原东大巷开口点西216m处，开口点按真方位角154度方向沿煤层底板掘进。2、根据计划采煤使用综采支架、通风能力和矿山压力等综合因素考虑，设计巷道断面形状为矩形，巷道净宽3m，净高2.5m。考虑采煤使用时，巷道下沉量0.10m后，2.40m的巷道净高度即可满足生产需要。3、巷道布置原则：在尽量少丢煤的前提下，避开压力集中区，沿采空区送巷，巷道沿原旧采空区以上留小煤柱布置，设计与旧采空区之间留设煤柱宽度为10m，为防止采空区可能的有害气体涌出，尽量不与老采空区打透，万一打透时，要及时采取密闭措施。4、巷道开口施工：本掘进巷道开口段因空间小，应采用一次性爆破法成巷，刮板输送机运输，巷道开口前，全体施工人员要熟悉本工作区的安全状况，熟悉避灾路线，并认真学习本作业规程，每个人均考试合格后，方可上岗作业。开口前，要对开口点附近10m范围内的原东大巷支护进行加固，加固方式为锚、网、索、钢筋梯联合支护方式。提前接好风、水、电、信号、通讯等保障设施，确保避灾路线畅通无阻。5、巷道施工顺序：巷道施工顺序为由外向里的施工顺序，开口时，采用一次性爆破成巷，刮板输送机运输，巷道中线真方位角154度，沿煤层底板起伏掘进，巷道坡度05度，巷道总长度684m。6、特殊地点的施工：本巷道不存在特殊地点的施工。7、附图3-1巷道剖面图：8、附图3-2巷道开口大样图： 二、矿压观测：1、观测对象：巷道顶板下沉量及对巷道两帮的影响程度。2、观测内容：巷道顶底板活动规律分析，巷道表面位移量观测，巷道顶板离层量、巷道两帮变形量、支护质量动态监测，锚杆、锚索锚固力检测等。3、观测方法：本巷道掘进时的矿压观测，由安全科采用顶板离层仪对巷道顶板的下沉情况进行观测；定期对锚杆锚索的拉拔力进行试验，并做好各种试验记录。安全科要安排专人对锚杆的支护质量按要求进行日常观测、监测。1）锚杆支护质量的检测：（1）、锚杆支护质量检测由安全科负责，安全科应加强施工质量的管理，严格检查验收、责任落实到人，切实把锚杆支护质量纳入有效的管理和监控之中。（2）、锚杆（索）安装质量检测，首先由跟班安全员在当班组织班组长负责对每根锚杆（索）检查验收，并做好记录，保存归档。（3）、安全科要组织专人对锚杆巷道锚杆作拉拔力抽样检测：巷道每隔3050m或施工200根锚杆抽样检查一组，每组随机抽样3根（顶板一根，两帮各一根）进行检查，被检查3根锚杆均要达到设计要求，只要其中有一根不合格，就再抽样一组（3根）进行试验，如仍不合格，要组织有关人员分析原因并及时采取措施，进行处理。2）顶板离层仪的日常监测：主要监测顶板变形，要充分采用简单、易读并具有直观视觉显示功能的顶板离层指示仪，以便下井所有人员都能随时了解顶板的活动情况。顶板离层仪最大安装间隔为：（1）、该巷道每50米安装一组顶板离层指示仪。 （2）、断层及围岩破碎带、顶板淋水，应力集中区、交岔点及硐室等，特殊条件下的巷道范围内必须安设顶板离层指示仪。（3）、顶板离层指示仪均应安设在巷道的中部，交岔点处的顶板指示仪则应安装在交岔点的中心位置。（4）、顶板离层指示仪下部测点应与顶锚杆上端处在同一高度处，上部测点应处在锚杆上方稳定岩层内300500mm处。（5）、掘进巷道必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。（6）、安全科要指定专人每班对距工作面100米内的顶板离层仪进行测读和记录，距工作面100米以外的顶板离层仪每周不少于1次进行测读和记录。4、数据处理：安全科负责人对当天汇总的监测数据要及时处理分析，发现异常时，需将异常现象以及原因、危害和对策建议向矿生产技术科、调度室及总工程师汇报，由总工程师主持会议分析，根据分析结果提出措施和对策，组织落实。三、支护设计：本巷道在煤层中掘进，煤层的裂隙不发育，根据掘进巷道的地质条件和使用要求。巷道掘进时，采用矩形断面，巷道顶板采用2.40m长、直径不低于20的金属等强螺纹锚杆；两帮采用2.0m长、直径不低于20的金属等强螺纹锚杆进行支护，配合金属网（或阻燃塑料网）、钢筋梯、锚索进行联合支护。附图3-3巷道支护平面图：附图3-4巷道支护断面图：附图3-5巷道支护剖面图：附图3-6临时支护平面图：附图3-7临时支护剖面图： 1、巷道支护：在考虑巷道支护设计时，采用工程类比法和经验公式进行巷道支护设计，根据襄垣矿区的多数煤矿支护情况进行类比设计，决定采用锚杆、金属网、锚索、钢筋梯的联合支护方式。矩形巷道断面，巷道净宽3000，净高2500。 3101回风顺槽锚网支护参数计算如下： （1）帮锚杆长度： L=N(1.1+B/10) （31） 式中：N围岩稳定性影响系数，取1.0m； B巷道高度，2.5m。由式（31）可得 L=1.0（1.1+2.5/10）=1.35m取L=2.0m（大于计算值）。（2）顶锚杆长度： L=N(1.1+B/10) （32） 式中：N围岩稳定性影响系数，取1.0m； B巷道跨度，3m。由式（32）可得 L=1.0（1.1+3/10）=1.4m取L=2.4m（大于计算值）。（3）锚杆直径：锚杆直径的选取按下列公式计算：D=L/110 D锚杆直径， L-锚杆长度 。 （33）由式（33）可得： D=2.0/110 =0.018mm=18mm 取D=20（大于计算值）。（4）顶锚杆排距：锚杆排距的设计按下列公式计算： d0.5L ，d-锚杆排距，L-最短锚杆长度。 （34） 由式（34）可得 D=0.52=1m顶锚杆排取0.9m（小于计算值）。（5）顶锚杆间距：锚杆间距的设计按下列公式计算： D0.5L，d-锚杆间距，L-最短锚杆长度。 （35） 由式（35）可得 D=0.52=1m 取L=0.9m（小于计算值）。根据以上计算，顶部选用20mm2400 mm金属螺纹等强锚杆配合钢筋托梁和金属网联合支护，顶锚杆排间、排距均为0.9米，每排5根；两帮选用20mm2000 mm金属螺纹等强锚杆配合钢托梁和金属网联合支护，帮锚杆排距为0.9米，间距0.7米，每排4根，上、下锚杆距顶板高度均为0.2米；支护规格如图3-3,3-4所示。为保证顶板安全，沿巷道中心线布置1排锚索进行支护加固。采用锚索规格为15.7mm的钢绞线锚索，锚索长度为10m，排距2.7m，锚固长度不低于1500；外露长度300，锚盘采用300300,厚度不低于10钢板。每根锚索的承载力应达到200KN以上，张拉预紧力应不小于120KN。巷道支护参数表项目 支护材料 规格质量 备 注名称材质规格单位尺寸巷道顶部顶锚杆（202400）等强螺纹钢间距排距900900每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷菱形顶网10号冷拔丝宽长10009000按使用长度截取顶锚梁70宽钢筋梁12圆钢焊制4000配合锚杆使用顶锚索钢绞线锚索15.7mmm10在隔2排锚杆空档内打两帮左帮锚杆（202000）螺纹钢间距排距700900每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷右帮锚杆（202000）螺纹钢间距排距700900每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷左帮锚网金属网宽长10009000按使用长度截取右帮锚网金属网宽长10009000按使用长度截取两帮锚梁70宽钢筋梁12圆钢焊制2500配合锚杆使用 2、巷道临时支护：（1）根据顶板管理的需要，掘进割煤后，工作面与永久支护之间必须采用金属前探梁进行临时支护，必要时可以配合前探刹杆或戴帽点柱来管理顶板，金属前探梁采用2根直径不小于76mm，长度不小于4米的钢管，均匀布置并垂直于工作面，用不少于3付前探梁卡固定在永久支护上。前探梁卡与前探梁必须保证完好。顶板压力大，不易管理时，可配合使用直径140mm，长度适宜的戴帽点柱来管理顶板。（2）临时支护与永久支护的关系：永久支护到工作面的最大控顶距为1.20m，最小空顶距0.30m，（见允许空顶距平面示意图）掘进要及时进行临时支护，管理好顶板。（3）3101回风顺槽掘进工作面前探梁强度计算：顶压计算：巷道顶板压力按下式进行计算：P=K/fa2rP-顶压，KN/mf-冒落拱范围内顶板岩石坚固系数，f值取3K-顶压系数，中硬岩取K=4/3a-巷道跨度之半，a=2.0米。r-冒落拱范围内顶板岩容重，取r=20KN/m3（煤与岩石平均值）p=4/3/32.0220=35.60kN/m根据本作业地点的顶板压力情况，本掘进工作面使用2根前探梁，（前探梁长为4米的中空钢管，外径为76mm，内径为66mm）则每根前探梁所承受的载荷为P/2，即17.8KN/m，掘进工作面的最大空顶距为1.2米，这样，每根前探梁上的线载荷为：q=1.217.8=21.36KN.前探梁的力学模式可简化为一悬臂梁，可计算出前探梁的最大弯矩为：M=q/2X=21.36/21.2=12.8KNm，前探梁所承受的最大应力为=M/W，W为前探梁的抗弯模量，经计算W=25.810-6m3.则： =3.0/(25.810-6)=116.3MPa钢管的容许应为力=180Mpa，大于116.3MPa，所以前探梁的强度满足要求。3、巷道不设支护：本矿区开采的3煤层巷道，煤（岩）层在开掘后，均会有明显的变形和位移，没有出现过裸体巷道。所以，本巷道要进行临时和永久支护。4、巷道特殊支护： （1）因本巷道处于旧采空区边沿，为沿空送巷掘进，在构造变化带和新旧巷道的交叉点会出现巷道顶板破碎，巷道压力增大等现象时，要进行特殊支护，特殊支护可根据具体情况采用补打锚索、架矿工钢棚、打木垛等方法进行。特殊支护必须坚持逐排、逐架施工，打锚杆时最大空顶距不得超过1.20m，架棚时最大控顶距不得超过1.0m。（2）若巷道顶板变化大，不宜锚杆支护时，则必须及时改为架棚支护，当架棚支护巷道顶板压力过大时，棚距缩小为（60050）mm，必要时打托棚或方块托棚加固。托棚规格为：梁腿=2.9m2.5m的金属梯形棚，立柱要站在实底上。（3）顶板严重破碎地段架棚施工时，可采取长板穿楔等超前护顶措施。特殊支护时，必须严格按设计支护施工，空帮、空顶时必须背牢。当班施工不合格的必须及时返修，否则不得继续向前施工。顶板有冒落危险时，要立即组织人员由外向里进行加固。当班没有处理完毕的问题，下一班接班后继续处理，处理不完不得向前施工或进行其他工作。（4）架设棚子时，顶梁、立柱必须设置两道连锁，即顶梁中心距两帮8001000mm处各一道，棚腿连锁距底板12002000mm处各一道，连锁采用18kg/m轨道或75mm铁管配合专用链索逐架绞紧。 四、支护工艺：本巷道决定采用锚杆、金属网、锚索、钢筋梯的联合支护方式。支护工艺的主要技术参数、支护工序安排与要求如下：1、锚杆、金属网、锚索、钢筋梯的联合支护方式的主要技术参数见表3-1。2、锚杆支护质量要求：（1）锚杆锚固力：顶部锚杆65KN，帮锚杆40KN。（2）每根锚杆采用CK2335树脂药卷1卷，ZS2360树脂药卷1卷。（3）锚杆施工质量：杆体和托盘不得松动。（4）锚梁：锚梁紧贴岩面，二角误差100（5）锚杆间排距：顶部900900，误差100；两帮700900。（6）锚杆角度：垂直于巷道轮廓线，75（7）锚杆外露：螺帽外50。（8）顶锚杆滞后掘进工作面迎头不超过1.20m. 3、锚索支护质量要求：（1） 沿巷道中线打一排锚索，排距：2.70米，在每隔2排锚杆的中间空档内布置，锚索间排距误差200。（2） 锚固力：200KN.（3） 每根锚索采用CK2335树脂药卷2卷，ZS2360树脂药卷2卷，锚固长度不低于1.90m。（4） 托盘必须紧贴顶板，张拉预应力120KN.（5） 巷道沿煤层底板掘进时，锚索长度10000。煤层厚度发生变化时，可根据施工现场变化情况，适当调整锚索长度。确保锚索锚入煤层老顶得长度不得低于1.50m。（6） 钻孔角度与巷道顶板轮廓线夹角75。（7） 托盘使用12厚，长宽为300300的钢板托盘。（8） 锚索外露长度：300。（9） 锚索支护滞后工作面不得大于20m。 4、锚杆（索）的孔位、孔深、孔径必须与锚杆（索）的直径、钢梯子、梁孔径相匹配。（1）锚杆孔径与锚杆杆体直径之差宜在610mm的范围内。（2）锚杆孔深度比锚杆长度短50100mm。（3）孔位差距不得大于间排距规定50mm。（4）必须采用符合设计标准的锚杆支护材料。锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢筋梯等，性能、强度、结构必须与设计锚固力相匹配。5、锚网铺设质量质量：金属网铺开展平，搭接50，每间隔200-300用扎丝捆扎一道，并连接牢固。6、遇顶板松软或顶板破碎时，要对锚杆进行全长度锚固。7、掘进工作面巷道出现涌水短时间内难以疏干，影响正常支护时，要采取疏水导流的方式进行治水。即：在巷道顶板锚杆眼附近打一导水钻孔，插入一条与钻孔直径相匹配的软管，将水引入巷道内排水沟。确保顶板水不影响正常安注锚杆（锚索）。8、抢险备用物料的准备：1）为满足施工中出现事故时抢险救灾的需要，巷道施工过程中必须备足抢险物料，其规格数量如下： （1）圆木：直径140180mm，长2.02.6m，数量15根； （2）穿顶木板：长1.52.0m，数量20根； （3）楔子：数量为100块；（4）长杉杆：长46m，数量为6根。（5）正常掘进时，巷道备用支护材料不得少于正常当班的最大使用量。2）以上抢险物料要分类码放在专门的抢险硐室内妥善保管，并挂牌管理。3）施工巷道发生冒顶等事故消耗的备用料，事故处理后要及时补齐。4）应备用不少于20架2.6m棚腿，4m棚梁的11矿工钢架棚，并备有足够用的背帮、背顶穿杆。第四节 施工工艺 一、施工方法:1、正常情况下的施工方法：本巷道正常段掘进施工时，采用掘进机掘进割煤，可伸缩胶带输送机运输，人工使用锚杆机和风动煤钻打眼，打注锚杆支护。2、特殊条件下的施工方法：（1）巷道开口段施工时，要对原东大巷开口点附近10m以内的巷道进行支护加固，并适当增加锚索数量，提前接通风、排水管路、动力电缆和固定电话，接好局部通风机，当巷道掘进至5m时，要开启局部通风机进行机械压入式供风。（2）过古空、旧巷道时，要采用探水钻机提前30m对古空、旧巷道进行超前钻探，查明旧巷道的准确位置，查明旧巷道的水、火、瓦斯等有毒有害气体的赋存情况，发现隐患，要提前采取措施处理，处理不完毕，不得继续向前掘进。与旧巷道的交叉点无法采用锚杆支护时，要采用架设矿工钢棚、配合木垛的方法进行支护顶板；接近采空区时，为防止巷道大面积冒顶，不得进行打眼放炮，要采用风镐进行落煤；通往旧巷道和旧采空区的入口，要按标准进行密闭。（3）当巷道掘进至顶板破碎、煤层松软、地质构造变化带时，要根据顶板的破碎程度，要采取适当缩小锚杆的支护间排距、缩短空顶距、增加锚索密度等方法加强支护，必要时采用架设矿工钢棚、配合木垛的方法支护顶板。二、掘岩（煤）方式：（一）开口段的掘进方式：巷道开口时，采用爆破法掘进。1、掘进破煤时，采用人工气动手持式钻机侧式供水湿式打炮眼，爆破法落煤。施工工序安排及工艺流程为：交接班安全检查延接刮板输送机标定炮线打眼装药连线放炮洒水降尘临时支护顶板出渣敲帮问顶标定锚杆眼位钻锚杆眼安装锚杆挂锚网梁安装锚索安全质量检查整理质量，搞好文明生产。2、爆破落煤后，人工将煤攉入跟工作面的刮板输送机上，由刮板机输送到2皮带运输送机，经主斜井强力皮带机运往地面。3、爆破掘进施工与供电设备布置情况表（见表4-1）序号机械设备名称型号数 量功率（KW）备注1皮带机ESJ650/20/2401台40KW2运煤2气动锚杆钻机MQT-120/3.01台打锚杆眼3气动手持式钻杆ZQS-50/1.651台打炮眼4水泵WQ30-30-5.51台5.5KW工作面排水5隔爆型真空磁力启动器QBZ-803台钻机和刮板机6防爆对旋轴流通风机FBCDN05.0-25.52台25.5KW工作面供风7架柱式液压回转钻机ZYJ-270/1701台11KW超前探老空8矿用隔爆型照明信号综合保护装置ZBZ8-4.01台4KVA信号9煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁启动器QBZ-2120/SF1台通风机控制4、本矿井2011年的瓦斯鉴定结果为：绝对瓦斯涌出量10.87m3/min，相对瓦斯涌出量6.42m3/t。本巷道处在矿井的浅部，巷道附近多为往年采空区，矿井瓦斯已释放殆尽，预计本巷道掘进时，最大绝对瓦斯涌出量0.8m3min。瓦斯涌出量很低，不需要进行瓦斯预抽放。5、本巷道为沿空送巷工程，不会出现与旧巷道贯通，不需要考虑与旧巷道贯通的施工方式。6、工作面爆破掘进炮眼布置及爆破顺序图（图4-2）：（二）正常段的掘煤（岩）方式：1、本巷道正常段掘进时，采用掘进机掘进割煤，可伸缩胶带式输送机运输，人工使用锚杆机和风动煤钻打眼，打注锚杆支护，施工工序安排及工艺流程为：交接班安全检查延接带式输送机标定中心线开机检查掘进机切割（同时出煤）敲帮问顶打临时支护标定眼位钻眼安装锚杆安装锚索挂锚网梁安全质量检查整理质量，搞好文明生产。2、巷道掘进时，由司机操纵掘进机，在掘进机前进的同时，依靠截割臂的摆动和截割头的旋转破落煤（岩），所破落煤（岩）经刮板输送机转载，经带式输送机运出工作面，掘进机切割一个循环后，停机进行锚网支护。3、掘进施工与供电设备布置情况表（见表4-3）序号机械设备名称型号数 量功率（KW）备注1可伸缩皮带机ESJ650/20/2401台40KW2运煤2气动锚杆钻机MQT-120/3.01台打锚杆眼3气动手持式钻杆ZQS-50/1.651台打炮眼4潜水泵WQ30-30-5.52台7.5KW工作面排水5隔爆型真空磁力启动器QBZ-803台钻机6防爆对旋轴流通风机FBCDN05.0-25.52台25.5KW工作面供风7架柱式液压回转钻机ZYJ-270/1702台11KW超前探老空8矿用隔爆型照明信号综合保护装置ZBZ8-4.01台4KVA信号9煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁启动器QBZ-2120/SF1台通风机控制10掘进机S100A1台60/100KW掘进割煤S100A掘进机技术特征表（表4-4）型号S100A截割范围高2.34.63M宽2.55.3M爬坡能力13行走速度7.5m/min功率60/100KW电压660V油压20.6MPa外形尺寸8.32.81.8M转载能力3m3/min截割速度23/46rPm6、工作面设备布置示意图：见正文后附图（图4-5）：7、掘进机割煤截割顺序图如下（图4-6）：三、爆破作业：巷道开口施工时，要采用爆破施工工艺，爆破施工时，要执行下列安全技术措施；1、爆破条件：3101回风顺槽巷道设计巷道断面形状为矩形，沿煤层底板掘进，煤层平均厚度5.62m，巷道顶板为煤层，通风方式为局部扇风机压入式通风，预计巷道内爆破时空气瓦斯最大含量0.4%。爆破掏槽方式为楔形掏槽，周边眼距设计巷道轮廓线200，循环进度0.9m，爆破采用炸药为矿用乳化炸药，1、3、5段毫秒延期电雷管，MBF-200型电容式起爆器。1、3、5段毫秒延期电雷管分段起爆。起爆顺序为：1、掏槽眼，2、辅助眼，3、周边眼及底眼。掏槽眼深度1.4m，其它眼深度1.0m，循环进尺0.9m，炮眼利用率95%，每一循环炸药、雷管消耗量见下表（表4-2）：名称眼数序号长度m/眼）炮眼总长：m装药量（kg/眼）总装药量：kg封泥长度：m雷管段号爆破顺序掏槽眼41-41.45.60.31.20.5一段1辅助眼55-121.080.151.20.5二段2周边眼1313-251.0130.151.950.5三段3合计2526.604.352、开口部分采用锚网支护顶板，爆破法掘进，全断面一次爆破的方式，爆破参数规定如下：（1）掏槽眼深度1.4m，辅助眼、周边眼深度均1.0m。（2）周边眼间距均为500600。（3）周边眼的密集系数为0.75。（4）周边眼的药卷直径为20。3、爆破说明表（表4-3）：序号炮眼名称炮眼编号眼深：m眼距：m抵抗线：m炮泥长度；m炮眼角度（度） 装 药 量爆破顺序连线方式水平垂直眼数：个单孔；卷总药量卷总质量kg左右仰俯1掏槽眼141.40.60.60.51010004281.2一段2辅助眼5121.00.50.50.500008140.6二段3顶眼13161.00.50.50.50064140.6三段4帮眼17201.00.60.60.566004140.6三段5底眼21251.00.50.50.56665150.75三段合计25253.751、 炮眼布置图（图4-2）（图中除标注的特殊炮眼角度外，其它均为90度），巷道全部在煤层中沿煤层底板掘进。5、开口爆破法掘进时，采用全断面一次爆破的方式，爆破参数及顺序见爆破说明表（表4-2）。为确保爆破效果，爆破时，应采取如下措施：（1）打眼采用1.2KW气动手持式钻机，2米长湿式麻花钻杆，=28合金钻头。（2）打眼方法：根据巷道中线及炮眼布置图，用尖镐找好眼位，然后用风动煤钻进行打眼，打眼必须采用湿式打眼。（3）装药、联线和爆破：按爆破说明表的规定装药、联线和爆破，正向装药，每个炮眼封泥长度不低于0.50m，每个炮眼至少使用一卷水炮泥。（4）施工顺序：打眼装药洒水联线爆破洒水临时支护运料及出煤永久支护延长煤溜。6、炮眼布置正面图、平面图、剖面图见图4-2。装药结构示意图如下（图4-3）： 四、装载与运输：1、装载与运输方式：巷道正常段掘进时，由司机操纵掘进机，在掘进机前进的同时，依靠截割臂的摆动和截割头的旋转破落煤（岩），所破落煤（岩）经刮板输送机转载，经带式输送机运出工作面。2、装载、运输机械设备运输方式表（表4-4）序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1可伸缩胶带运输机SJ80/40/2401台巷道距离运时使用固定循环连续运输100600 m皮带机跟工作面3、工作面掘进出煤采用刮板机配合皮带机运输，设备材料采用人工搬运的运输方式。4、该掘进工作面运煤所用的刮板机、皮带机要顺巷道一侧铺设，保证巷道另一侧的人行道宽度不得低于0.50m。工作人员进出工作面时，要走人行道，人行道跨越刮板机和皮带机时，要在跨越点设置行人过桥。5、工作面运煤所用的刮板机的机头、机尾均要打地锚固定，跟工作面移动的刮板机机尾要设置机尾压柱，并固定牢固，为防止链条出槽，要用紧链器将刮板机的链条拉紧。皮带机的机头机尾要打地锚固定，为防止皮带机打滑，要用皮带机张紧车将皮带拉紧。为方便运输设备的检修，要在运输机的机头附近设置临时防爆照明灯，跟工作面的刮板机要随工作面的延长而及时延伸机尾距工作面最大距离1.5m,最小距离0.3m。6、本掘进巷道内暂时不考虑使用小绞车运输，外部东大巷运输材料使用的11.4KW小绞车采用不少于4根的2.40m锚杆做地锚固定。7、工作面爆破出煤时，为防止压住运输设备，要按照从巷道外向里的顺序先开动各部运输机后，方可向运输机上攉煤；运煤完毕后，要将各条运输机上的煤运完后，再按照从里向外的顺序逐步停止各条运输机。8、运输路线： （1）出煤。3101回风顺槽掘进工作面原东大巷主皮带大巷煤仓。 （2）运料。副井底主运料大巷原东大巷工作面。9、运输系统图（见正文后附图）：5、 管线及轨道敷设： 1、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路(供水管、供风管均为54mm钢管，排水管为80mm高密度聚氯乙烯管)、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐，迎头30m范围内风管用51mm软管过渡,水管用19mm软管过渡。水管要接口严密，不得出现漏水现象，风、水管路要随工作面前进及时延长。供风、供水、排水管，要用10钢丝吊挂，每四排锚杆一个吊点（钢丝吊挂在钢筋梯上）。电缆钩要拉线吊挂，间距2m，允许误差不超过100mm，距底板1800mm，电缆垂度不超过50mm。风筒拉铁丝环环吊挂。管线吊挂应做到横平竖直，整齐统一。压风、供水排水管路拐弯或交叉时，必须加工钢管过路，与其它巷道交叉时管路沿巷道顶部过路。掘进迎头皮带机的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定，皮带中心线位置误差不超过设计50mm，皮带架杆、托轮齐全完好。轨道运行道路必须保证底板平整及硬度，运行路面无积水、无其它影响车辆运行的障碍物。管线设备布置如下图4-5所示。 2、敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数及质量要求，见下列表4-6：序号设备名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙备注1轨道18Kkg/mm7005m0.8m562风筒60010000节460悬挂5m3风管2吋m684吊挂304供水管2吋m684吊挂305排水管3吋m684吊挂3066监控电缆光缆m900吊挂57信号电缆2.52电缆m700吊挂108动力电缆25502电缆m1000吊挂10100m六、设备及工具配备：见下列表4-6：序号机械设备名称型号数 量功率（KW）备注1可伸缩皮带机SJ80/20/2401台40KW2运煤2气动锚杆钻机MQT-120/3.01台打锚杆眼3气动手持式钻杆ZQS-50/1.651台打炮眼4潜水泵WQ30-30-5.52台5.5KW工作面排水，一备一用5隔爆型真空磁力启动器QBZ-803台钻机和刮板机6防爆对旋轴流通风机FBCDN05.0-25.52台25.5KW工作面供风7架柱式液压回转钻机ZYJ-270/1702台11KW超前探老空8矿用隔爆型照明信号综合保护装置ZBZ8-4.01台4KVA信号9煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁启动器QBZ-2120/SF1台通风机控制10掘进机S100A1台156KW掘进割煤 第五节 工作面生产系统一、通风：1、通风方式的确定：本掘进工作面采用局部通风机压入式通风。局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电。并采用两闭锁（瓦斯电闭锁、风电闭锁）装置。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证正常工作的局部通风机停止运转或停风后，能切段停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。本掘进工作面采用局部通风机压入式通风，局部通风机安装在原东大巷3101回风顺槽开口点进风巷以东不少于10m进风流位置。局部通风机的供风地点要实行全风压供风。新鲜风流路线为：原东大巷局部通风机3101回风顺槽掘进工作面。乏风路线为：3101回风顺槽掘进工作面原东大巷回风立井地面排出2、3101回风顺槽掘进工作面需风量计算 (1)按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘K掘通=1000.41.2=48m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取0.4m3/min；K掘通瓦斯涌出不均衡系数，取1.2； (2) 按人数计算Q掘=4N=430=120m3/min式中：N工作面同时工作的最多人数，取30人（交椄班时人数）； (3)按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘=Q局+15S=190+157.26=298m3/min式中：Q掘掘进工作面全风压供风量，m3/min；Q局掘进工作面供风的局部通风机的实际吸风量,取190m3/min；S局部通风机至掘进工作面回风口之间的巷道净断面积，取7.26m2。(4)按风速进行验算煤巷掘进允许风速Q煤掘15S掘Q煤掘15S掘157.26109式中：S掘掘进工作面的断面积，取7.26m2综合以上计算,取其最大值，3101回风顺槽工作面需风量为298m3/min。局部通风机和风筒的选择：根据上述计算结果:选用2台FBCDN05.0-25.5型防爆对旋轴流通风机局部通风机对工作面压入式供风，每个通风机的供风能力为280-360m3/min，2台风机，一备一用，即可满足要求，风筒直径为600mm。局部通风机和启动装置安装在原东大巷回风顺槽开口点以东不低于10m的位置，局部通风机把新鲜风流经风筒压入工作面。3、通风系统示意图(见正文后附图)：二、压风：1、风源来自副立井工业广场地面压风机房，地面压风机房的压风通过副立井的2吋压风管直接通往井下原东大巷，再由原东大巷压风管引入掘进工作面，以保证工作面生产、维修和压风自救的需要。压风管的直径不得小于50 mm，每100m设一组压风自救装置，每组不少于5个自救袋。掘进工作面不少于3组自救袋，且随工作面推进前移，与掘进工作面的距离保持在50m之间。2、压风系统示意图（见正文后附图）：三、瓦斯防治：1、本掘进工作面瓦斯涌出量较低，不需要进行瓦斯预抽放。2、加强局部通风管理，采用双风机、双电源、自动换向分风器、“三专”供电、风电闭锁和瓦斯电闭锁。同时加强局部通风的管理，防止风筒漏风，保证掘进工作面足够的风量。3、加强检查。设专职瓦斯检查员，经常性检查瓦斯。 4、及时处理局部积聚的瓦斯。风筒出风口距掘进工作面的距离不得超过6m；加强巷道的维护，发生冒顶时及时充填，防止瓦斯积聚。5、严格执行瓦斯超限停止作业和断电撤人制度。当工作面瓦斯超限时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并在巷道入口处打上临时密闭、揭示警示牌，禁止人员进入。6、严格货源管理，防止瓦斯引燃。要杜绝一切非生产性火源下井，严格控制管理各种生产性火源。 7、瓦斯监测监控仪表布置方式： （1）在距工作面迎头不大于5m处回风侧安设一台甲烷传感器T1，另一台T2甲烷传感器安设在巷道入口里1015m处。具体报警浓度、断电浓度、复电浓度、复电浓度如下：瓦斯报警浓度：T1处1%；T2处1%；瓦斯断电浓度：T1处1.5%;T2处1%;瓦斯复电浓度：T1处1%;T2处1%；断电范围：T1、T2掘进巷道内全非本质安全型电器设备。 （2）便携式瓦检仪的配备：、矿、科、队长、跟班队干、班组长、安全员、流动电钳工，必须按规定佩带便携式瓦斯报警仪，并会正确使用。瓦检仪均能自动测量瓦斯，实行自动报警。、掘进机掘进时，掘进机上必须配备便携式瓦斯检测仪，并能实现瓦斯超限时的自动报警。、所有入井人员必须随身携带隔绝式化学氧自救器。（3）瓦斯监测监控管理：、掘进工作面里端的甲烷传感器距工作面的距离始终不大于5m，并设在回风侧，瓦检员负责传感器、线缆及传感器管理牌板的移动。、甲烷传感器应垂直悬挂在风筒的对帮，距巷道顶板距离300mm，距巷道侧帮距离200mm，并设置传感器管理牌板，使其始终与传感器保持2米的平行距离，并在巷帮1.6米高的地方固定。、冲洗巷道时，应避开监测监控系统装置的安设部位，不得直接用水冲刷传感器。、要管理好所使用的监测监控设备，确保设备台台完好，运行正常，电缆悬挂上钩，保持平直，杜绝失爆现象。、通风科负责校验甲烷传感器，必须每隔10天使用标准气样按产品使用说明书的要求对甲烷传感器进行一次校对，确保各项指标符合规定，数据显示灵敏可靠。、传感器出现故障时，通风科必须及时更换或维修。、瓦斯检查员必须每班认真对管辖范围内传感器的数据进行记录；、每10天由通风科和机电科人员做一次断电试验，并做好记录。、当传感器或主机出现故障时，其他人员绝对不允许私自拆掉断电控制线，由通风科专业维修人员及时对故障进行处理。8、防治瓦斯措施：、作业地点必须配备专职瓦斯检查员进行瓦斯检查，每班至少检查三次，并且把每次检查结果认真填写与汇报。瓦检员必须对下列地点进行瓦斯检查；局部通风机进风流、工作面风流、工作面回风流及局部宽帮高冒顶处。、对工作面作业地点20米范围内的宽帮高冒顶处，在作业前由瓦斯员进行认真检查，若瓦斯超限，及时汇报矿监控室，通知有关部门及时处理，确认瓦斯及其它有害气体不超限时，方可进行作业。宽帮处要用金属网护好，用煤充填严实，并用水全部喷湿，高冒顶处要用木背板充填严实，穿好顶。、工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1 .5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。、工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用煤电钻打眼；工作面及其他作业地点风流中瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理；电动机及其开关地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面内体积大于0.5m3的空间，局部积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20米范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面风流中二