文字部分和表格部分.doc

申南凹焦煤有限公司1021东回风巷掘进作业规程第一章 概 况第一节 概 述一、1巷道名称、位置及相邻关系1021-22运输顺槽位置位于申南凹焦煤有限公司2#煤层1021采区，该巷东部为未掘区，西部为1021-20采空区，南部为1021运输巷和回风巷，北部1021采区北翼掘进巷道。2巷道用途1021-22运输顺槽掘进时服务于本工作面的行人、通风、供排水、供电、供料、运输等工作，同样也是本工作面的主要避灾路线；当本工作面掘进到位时，服务于1021采区的行人、通风、运料、供排水等工作，同样也是本采区工作面出现水或顶板事故的主要避灾路线。3. 巷道性质本工作面所掘巷道沿2#煤层直接顶为巷道顶板（注：若局部直接顶发育破碎时，必须加强支护），基本底为巷道底板掘进，煤层高度达不到或超过设计巷道高度时，采用起底或留顶的方式达到设计巷道高度。4. 设计施工长度、服务年限1021-22运输顺槽设计掘进工程量为800m，采用机掘进行掘进，按本矿井下环境和条件月掘进进尺按120m计算，本工程2011年07月10日开工预计2011年11月20日竣工。服务年限：2年。 二、施工过程中特殊技术要求，需要重点说明的问题1. 严格遵守“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。2. 在作业现场进行认真的交接班，并做好记录。3. 当工作地点有异常情况、征兆出现时，当班跟班矿长和队组长先撤出所有人员至安全地点并立即上报调度室，由值班矿长领导负责采取有效措施积极处理。4. 煤矿应派专业有经验的技术人员对局部顶板破碎或局部压力增大的区域进行跟班观测监督。（每班不少于2人）5当班队组长监督瓦斯员是否认真进行检测瓦斯、填写牌板，反之不进行签字，并立即向调度室汇报。6. 当班队组长每班开掘前要与放线员接头，必须经过放线员允许掘进，才可进行作业；当班队组长负责配合放线员对巷道中心线进行管理维护及延伸，放线员每班检查激光指向仪光束指向是否有歪斜或偏离现象，若有，需及时纠正。三、下图见 （附图一）1. 巷道布置平面图（包括四邻位置关系）2. 施工断面图（联巷断面图、回风绕巷、水仓、躲避硐室断面图、顺槽断面图）3.通风系统图4.监测监控系统图5.运输系统图第二节 编写依据一、经过审批的设计及批准时间本工作面所掘巷道作业规程编制的依据是经主管部门审批的水文地质报告、地质报告、煤矿安全规程、作业规程编制指南、申南凹焦煤有限公司2011年采掘计划。二、地质说明本工作面所掘巷道地质依据是：地质报告、1021回风巷和1021运输巷及两翼采掘工作面已掘巷道揭露和显现的地质情况。三、矿压观测资料通过对1021运输巷和1021回风巷已掘巷道及两翼采掘工作面顶板进行压力观测，最大取值为50KN。本工作面设计矿压值参考本数值。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表1表1 井上下对照关系情况表水 平一水平工 程 名 称1021东回风巷采 区1021采区井 下 标 高/m1170 1200地面的相对位置建筑物、小井及其它本巷道地表位置以北2000m为土圪塔河，以南1600m为武家山，以西930m为范家山，以东1800m为跃进庄；地表相对标高为1422m左右，经钻孔资料和地质地形图表明该区域内无水体存在，地表以土山为主，地势起伏较大，被树木（橡树）和灌林覆盖，无村庄、小井和建筑物。井下相对位置对掘进巷的影响该大巷井下位于1021运输巷北部，预计掘进过程中不会出现影响掘进的因素。邻近采掘情况对掘进巷的影响该巷东部为未掘区，西部为1021-20采空区，南部为1021运输巷和回风巷，北部1021采区北翼掘进巷道，预计掘进过程中不会出现影响掘进的因素。老空、水、火、瓦斯对工程的影响根据本公司井下实际采掘情况，本工作面在掘进过程中严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采，”的探放水原则对未采区进行水害预防；定期洒水降尘、配备相应的灭火器材或超前注水对火进行预防；加强通风，加强瓦斯管理，及时处理局部积聚的瓦斯等措施对瓦斯进行预防。第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征见表2、表3表2 煤层特征表目 标指 标备 注煤层厚度（最小最大/平均）m3.03.60/3.30参考1021东运输巷地质资料。煤层倾角（最小最大/平均）（）2-12/7煤层硬度（）1.4煤层层理（发育程度）发育煤层节理（发育程度）发育绝对瓦斯涌出量（m3/min）23煤尘爆炸指数（%）7表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度（ m）岩 性顶板基本顶粉沙岩12.8深灰色、灰黑色粉沙岩为主，夹灰色砂岩直接顶沙 岩6.5砂岩，局部有离层现象伪顶炭质泥岩0.4左右（局部达1m）深灰色炭质泥岩为主，局部为粉砂岩底板直接底炭质泥岩2.3（左右）灰黑色，上部含砂量交小，含植物化石碎片基本底中粒粉砂岩10灰白色，以石英为主，长石次之，夹泥质条带煤层综合柱状图 （附图二）第三节 地质构造一、本工作面所掘巷道位于2#煤层中，产状较稳定、煤层厚度变化不大，走向NE40NE45，倾向SE130SE135，倾角212下，煤层裂隙较为发育。 二、地质平面图、剖面图 （附图三）第四节 水文地质一、本工作面主要含水层为顶板K8砂岩裂隙水，含水性一般较弱，局部有少量的顶板淋水，对工作面正常掘进影响较小。二、本工作面地表无长流水体或小井存在，且盖山厚度在325m及以上，雨季时的地表水积聚下渗不会对掘进工作面带来困扰，下伏区域主要含水层为奥灰岩溶水（标高为+500m），由于该含水层的地下水位低于该工作面，不会对煤层开采有底板突水危险。为确保掘进工作顺利安全进行，掘进时严格按中线施工，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，有异情时，及时撤出工作面全部人员。三、预计本工作面正常涌水量6m3/d，最大涌水量11m3/d。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本掘进工作面位于2#煤层，为1021-22运输顺槽，设计倾斜长度为800m，位于1021东运输巷北部，经公司生产系统会审协商通过：本大巷为矩形断面，净宽4m，净高为3.5m（以给定中线左右各2m），沿2号煤层伪顶至底板掘进。采用独头掘进利用局扇和回风绕巷形成通风系统。第二节 矿压观测1.观测对象：1021-22运输顺槽2.观测内容：巷道顶板离层量，顶底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。3.观测方法：工作面开口后，开始布置测站，测站间距100m，共设5个测站，每一测站设置一个观测断面。（1）选用KJ216型煤矿顶板动态监测系统进行井上下监测监控。在每个测站巷道正顶安装一只KGE30型离层移位传感器监测顶板离层移位、离层速度变化，两帮内显著变化区域，用于判断顶板及两帮破坏范围，对巷道稳定性进行识别，对巷道所处的安全等级进行评价；采用KBY60型锚杆载荷应力传感器或GMC250型锚杆应力传感器通过对巷道顶板、两帮锚固力以及锚固力沿着锚杆长度变化规律进行监测，达到对锚杆的工作状态、顶板安全性等进行评价，实现信息反馈，为锚杆支护参数设计优化提供基础。监控数据上传程序：KGE30型围岩移动传感器、GMC250型锚杆应力传感器、KBY60型锚杆载荷应力传感器、GMC20型钻孔应力传感器顶板压力监测分站数据通讯分站监测主站。（2）人工监测。在每个测站顶板中间锚杆、顶锚索以及两帮中间锚杆分别安装一块MYC20型锚杆（锚索）压力指示仪，根据掘进巷道顶板压力显示状况，设专人对锚杆、锚索受力及围岩位移每隔3天观测一次并做好记录。4.数据处理：通过对5个测站所有数据进行平均。我矿井采用下列数据进行控制：（1）巷道顶板离层量最大为10mm。（2）顶底板相对移近量最大为15mm。（3）两帮相对移近量最大为60mm。（4）顶锚杆最小载荷为50KN。（5）顶锚索载荷初撑力不小于40KN。（6）顶锚杆拉拔力最小达到70 KN。（7）帮锚杆最小载荷为25 KN。（8）帮锚杆拉拔力最小达到30 KN。若观测数据的平均值不在上述数据控制内，要对压力大的测点及周围进行加固处理，反复进行观测分析并处理，直到将数据控制在上述数据内。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式根据本矿界内的钻孔柱状资料及该采区已掘巷道的顶板情况分析，2#煤顶板直接顶为砂岩，厚度6.5m，属较稳定岩层，适合锚网锚梁联合支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于基本顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护，根据1021采区掘进巷道的矿压观测数据及支护经验，确定本顺槽采用矩形断面，锚杆金属网梯子梁、球形托板锚索联合支护。二、支护参数设计（一）采用工程类比法合理选择支护参数根据1021采区掘进巷道的矿压观测数据及支护经验，本工作面顶锚杆选用20mm2500mm螺纹钢锚杆，采用CK2660型锚固剂，本巷道顶锚间距从上帮至下帮依次为0.1m0.7m0.8m0.8m0.8m0.7m0.1m，排距800mm，帮锚杆选用16mm1600mm的普通（麻花）锚杆，采用CK2340型锚固剂，帮锚间距从顶板到底板依次为0.25m1.0m1.0m1.0m0.25m,排距为800mm，详见附图；以直接顶为顶锚索选用16mm6500mm的钢绞线，以伪顶为顶锚索选用16mm8000mm的钢绞线，采用CK2660型锚固剂，沿巷道中心布置一排，排距为3m，铁丝网选用我公司生产的网格为50mm50mm的菱形铁丝网，网宽1000mm，长9600mm铁丝网，网边搭接不小于100mm，并每150mm用连网丝连一道。本工作面顶锚杆锚固力不小于50KN，扭矩力不小于100Nm；帮锚杆锚固力30KN，扭矩力不小于60Nm；锚索预紧力不小于120KN，锚固力不小于350KN；铁丝网要平整有力、无凸凹现象。（二） 采用计算法校核支护参数1.顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L L1 L2 L3式中 ： L 锚杆总长，m；L1 锚杆外露长度（梯子梁厚度0.01m球型铁托板厚度0.02m螺母厚度0.02 m螺纹外露长度0.03m，顶锚取0.08 m，帮锚取0.08 m）；L2 有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）m；L3 锚入岩煤层内深度（顶锚杆取0.923m，帮锚杆取0.637m）普氏免压拱高：b=B/2 Htan（45 W帮/2）/顶式中: B、H 巷道掘进跨度和高度（B=4m，H=2.8m）；顶 顶板岩石普氏系数， 顶 取2；W帮 两帮围岩的内摩擦角，W帮 取63.43（查表得）b =4000/2 + 2800tan(45 63.43/2)/2 =1331mmc = 2800 tan(45 63.43/2) = 661mmb =5500/2 + 3500tan(45 63.43/2)/2 =1788mmc = 3500 tan(45 63.43/2) = 826mm依据上述公式计算得出：顶锚杆长 L顶（2500mm）1331mm或1788mm 帮锚杆长 L帮（1600 mm）661mm或826mm所选锚杆长度均能满足计算要求。2.按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：每根锚杆悬吊岩体重量G = rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量，为安全起见，再考虑安全系数k, k = 2。kG Qa（Q/ krL2）1/2所选顶锚杆锚固力Q70KN，计算得a1m，因此，间、排距参考数能满足计算结果。3.悬吊理论校核锚索间距；根据地质钻孔柱状分析，直接顶为成大面积的坚硬岩石层，为防止巷道顶板岩层发生大面积跨落，用16mm，L=6500mm或6500mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距：L = nF2/BHr(2F1sin)/L1式中: L 锚索间距, m； B 巷道最大冒落宽度，取4m或5.5m； H 巷道冒落高度，按最严重冒落高度，取2.8m或3.5m； R 岩体容重，取26.7KN/m3； L1 锚杆排距，取0.8m； F1 锚杆锚固力，取70KN； F2 锚索极限承载力，取230KN； 角锚杆与巷道顶板的夹角，取80； n 锚索排距，取3m；结合上述数据和公式本矿为：L = 3m230KN/4m2.8m26.7 KN/m3（270KNsin80）/0.8m = 690/299.04137.87/0.8m =5.45mL = 2m230KN/5.5m3.5m26.7 KN/m3（270KNsin80）/0.8m = 460/513.98137.87/0.8m =1.34m通过上述计算，锚索间距3m5.45m，1.25m1.34m所选锚索参数满足设计求。第四节 支护工艺一、支护材料形式及规格1.支护形式：（顶板平整的情况下采用梯子梁；顶板破碎带适当缩小间排距）（1）顶板采用锚杆、锚索、梯子梁、网联合支护。（2）两帮均采用网、锚杆、梯子梁支护。（3）巷内锚索每3m布置一根，局部顶板破碎时可根据情况缩小间距，锚索滞后掘进头最大不超过6m，顶板压力大或破碎时锚索紧跟迎头，要求载荷要超过320KN。2.支护材料规格（1）锚杆支护材料规格：顶锚杆 20mm2500mm 螺纹锚杆顶托板 D=130mm 球形铁托板顶药卷 26mm600mm 树脂药卷帮锚杆 16mm1600mm 麻花锚杆帮托板 D=100mm 球形铁托板梯子梁：顶 10mm4500mm45mm “H”形帮 10mm2800mm45mm “H”形树脂药卷 23mm400mm 26mm600mm网（长宽） 10000mm1200mm 铁丝网（2）锚索支护材料规格： 钢绞线 16mm6500mm或8000mm 2000N/mm2钢绞线顶托板 400mm400mm12mm （长宽高）钢板顶垫片 150mm150mm15mm 钢垫片（中孔18）药 卷 26mm600mm 树脂药卷锚 具 OVM15-1型 单孔锚具3.安装锚杆要求 （1）顶锚杆间排距为支护参数设计要求，成排成行。（2）帮锚杆间排距为支护参数设计要求，成排成行。梯子梁、锚杆（索）与巷道顶帮支护布置图及梯子梁制作标准设计图 （附图四） 梯子梁、锚杆（索）巷道顶板支护布置图 梯子梁、锚杆（索）巷帮支护布置图 梯子梁制作标准设计图（3）锚杆外露长度从托板面算起为30mm至50mm之间。锚固力：顶锚杆不小于50KN，帮锚杆不小于30KN，螺母扭力矩：顶锚杆不小于100Nm，帮锚杆不小于60Nm。（4）两角顶锚杆与水平面呈75夹角，其它垂直顶板布置，遇裂隙时，锚杆要必须垂直于裂隙面；帮锚杆最上一根与水平面呈45夹角，最下一根与水平面呈-20夹角，其它垂直巷帮布置。锚杆支护方式见施工断面图（5）顶（帮）药卷使用CK2660（CK2340）型树脂锚固剂，装药前应将孔内煤岩粉淘净，用锚杆上端头顶住送至孔底，启动锚杆机带动锚杆边旋转搅拌边匀速推进到孔底。 1525s（超快速型树脂锚固剂）。搅拌停止后，等待90180s，卸下锚杆机，上好托板，拧紧螺母。（6）锚杆间排距误差不得超过50mm。（7）顶锚杆孔深为2510mm，打顶锚杆使用风动锚杆机，钻头使用28mm的羊角钻头；每孔装两管CK2660型树脂锚固剂。（8）帮锚杆孔深为1610mm，打帮锚杆使用风煤钻，钻头为23mm的羊角钻头。打好眼后，淘净煤岩粉，每孔装一管CK2340型树脂锚固剂。必须使用加力扳手拧紧螺母。（9）顶、帮锚杆采用边掘边锚，即“割一排，锚一排”。必须是打起顶锚杆后，再打帮锚杆。4.铺连网要求铺网要在打完锚杆后，上托板前进行，相邻网必须对接，网间连接不小于100mm，每隔150mm用连网丝连接一道，拧紧不少于3圈，要求平展，且有弹力。5.锚索支护要求（1）锚索支护形式，每3m一根，每孔使用3管CK2660型锚固剂和1管CK2340型锚固剂。（2）打锚索使用风动锚杆机，打眼前先开水后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升造成钻杆折断。（3）锚索眼深6.40m 或7.90m，药卷搅拌时间按药卷使用说明书，严禁随意截短药卷和钢绞线。（4）锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN，（使用FSL-50型风动锚索泵时，压力表读数必须达到32MPa以上。）（5）锚索应与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度不超过300mm。（6）锚索施工滞后掘进工作面最大不超过6m，若遇顶板节理发育、松软、压力大地段加密锚索布置，并紧跟煤头支护。二、支护工艺及要求（一）临时支护1. 临时支护形式（1）临时支护采用锚杆前探梁。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用木板梁（35004000mm150mm50mm）维护，木板梁两端伸出前探梁不小于20cm。（2）前探梁及吊环规格：前探梁：直径75.5mm，长3.0m以上的钢管； 吊环：直径125mm，长12cm的钢管（管式吊环）。前探梁：15kg/m以上轨道，长3.0m以上； 吊环：用厚度为12mm钢板制作的专用吊环（U型吊环）。吊环的固定：使用管式吊环时，用顶锚杆螺母固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣；使用“U”形吊环时，直接拧在锚杆上。2.临时支护工艺、工序及要求：（1）掘进机割出一排锚杆进尺后，使切割头落地，闭锁切割部电机，断开掘进机上的电源开关和隔离开关，非专职司机严禁操作掘进机，操作人员站在正式支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶，确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，挂联顶网，顶网联好后，在紧靠煤头两排锚杆上好吊卡，施工人员及时顶起网，前移前探梁，前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中线调整好托板位置，板梁与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。顶板维护好后，撤出煤头所有人员，将掘进机推出煤头往外5m，闭锁切割部电机，断开掘进机上的电源和隔离开关，由外向里打锚杆。（2）上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥，2人顶起网和托板，2人穿前探梁。（3）前探梁移到煤头后，在最后一个吊卡的上面用木楔与钢管（轨道）背紧。（4）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强戴帽点柱支护后方可继续施工。（5）打顶锚杆时必须由外向里，由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打起其它锚杆后，推出前探梁再打剩余锚杆，必须是打起所有顶锚杆后，再打帮锚杆。（6）当顶板严重不平，巷道开口无法使用前探梁或其它原因未使用前探梁时，必须使用3根戴帽金属磨擦支柱进行临时支护；煤头煤壁松软时，根据现场情况使用金属摩擦支柱及半木等临时护帮。（7）迎头必须配备足够的备用支护材料，4根金属磨擦柱，摩擦柱必须紧跟桥式输送机。(二)锚杆支护工艺及要求1.割煤够一排锚杆距离 操作人员退机后用长柄工具处理顶帮活矸（煤），并进行敲帮问顶 开始吊联顶网 上前探梁 打顶锚杆 每打一根上好托板紧固螺母 用扭矩板手检查扭力矩是否合格 打起顶板锚杆后 打帮锚杆。2.锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。3.巷道超宽超过300mm，必须在其旁边补打锚杆。4.锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮和油污，保证锚固质量。5.煤体锚杆眼必须用掏勺或风压将眼内煤粉掏干净。6.顶帮锚杆施工严格按公司煤矿“巷道掘进考核标准”执行。(三)锚索支护工艺及要求1.准备工作 号眼、打眼 上药卷安装锚索钢绞线，上好钢板 用张拉器预紧钢绞线。2.接、卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。3.搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，注药卷过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。4.钢绞线固定后，及时上好钢板等待适时张紧锚索。5.张拉时，张拉器应与钢绞线保持同一轴线。6.泵体操作人员要缓慢加压，严禁高压换向。7.如巷道较高需搭设工作架时，必须搭设牢固，不允许站在转载机上、输送带上打锚索。三、交叉点施工要求1.巷道“丁”字口、“十”字口均用锚杆、网、梯子梁或托板、锚索进行联合支护，“丁”字口、“十”字口（开口处、透口处）要及时补打锚杆、锚索；采用“三花式”（“丁”字口）和“五花式”(“十”字口)布置。“丁”字口、“十”字口锚索支护方式布置图 （附图五）。2.若顶板破碎或压力大时，根据顶板情况，适当加密锚索，每排布置23根。3.开口处和透口处，帮网要连接合格，帮锚杆要紧贴煤帮，抹角处空顶距超过30cm时要补打顶锚杆进行维护。四、锚杆巷道支护参数参考表锚杆巷道支护参数见表4表4 巷道支护参数表 单位：mm项 目质量标准部 位巷道名称及规格1021-22运输顺槽巷道净宽/mm巷道中线左右-30+150合格；0100优良s上5500/4000中5500/4000下5500/4000巷道净高/mm-30+200合格；0150优良全 高4000/3500锚固力/KN50顶锚杆5030帮锚杆30间排距/m 正负100 mm顶锚间距0.10.70.80.80.80.70.10.10.650.80.80.80.80.80.650.1帮锚间距0.251.01.01.00.250.10.80.80.80.80.2顶锚排距0.8帮锚排距0.8角度/（）顶角锚杆75帮角锚杆45外露长度/mm顶锚杆50帮锚杆备 注锚索支护严格按本规程规定进行。第四章 施工工艺第一节 施工方法1、本巷道采用机掘。掘进过程中要严格按照煤矿安全规程和本作业规程及其它有关规定执行。2、本巷道所掘进的巷道是沿2#煤层顶板以下底板以上掘进，采用局部通风机构成通风系统，具备上综掘条件，掘进时采用淮南煤机厂生产的EBZ-132型综掘机沿煤层截割并自行装煤的施工方法。 3、根据情况采用炮掘施工方法在靠煤柱一侧打储水仓和躲避硐室。第二节掘进工艺一、机掘施工方式1、本巷道掘进采用淮南煤机厂生产的EBZ-132型综掘机沿煤层顶板以下至底板上截割并自行装煤，由胶带运至煤仓。2、生产工艺流程开机前准备 掘进机割、装、运煤 临时支护 锚杆支护 运料、清浮煤 下一个循环。3、检修工艺流程：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、带式输送机及延伸，下料，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心，由巷道下中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由向下向上进行截割，进刀深度以0.5m为宜，待截割完毕且打完锚杆后，再进行下一个循环，往复进行。二、炮掘施工方法1、炮掘回风绕巷、煤柱侧储水仓和躲避洞室时，采用普通钻爆法施工工艺。炮掘时采用先拉槽，再压顶刷帮的方法。2、钻爆工艺流程：钻眼前准备 钻眼 检查瓦斯 装药联线 检查瓦斯 撤人放警戒 爆破 检查瓦斯及爆破效果 洒水灭尘、维护顶板 出煤 临时支护 打顶锚锚杆 打帮锚杆 质量标准化工作3、钻爆工序要求：（1）钻眼前，必须详细检查煤头10m范围内的支护，发现问题及时处理。（2）必须依据中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。（3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并保持湿式钻眼。（4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制及 “放炮警戒”制。（5）爆破采用先拉槽后压顶刷帮的方法，正向装药，串联式连线方法，使用毫秒延期电雷管，不低于二级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用2个水炮泥。（6）爆破前组长必须派专人在所有通往爆炸地点和贯通地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒，每一警戒点搁2人放警戒，设好警戒区，一人负责警戒，另一人返回通知已设好警戒，只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破，爆破后警戒员有接到撤除警戒的命令后，才能撤警戒。4.工作面掘进时每隔40m或在变坡点靠煤柱一侧垂直设（长宽高）2m2.5m2m的躲避硐室。三、掘进扒装运输方式。1、本面掘进采用EBZ-132型综掘机沿煤层顶板至底板截割并自行装煤，由掘进机转载溜子和800型带式（桥式）输送机运至顺槽皮带到大巷皮带至中央煤仓。2、煤柱侧小水仓和躲避硐室采用人工放炮掘进，人工攉煤至顺槽皮带到大巷皮带至中央煤仓。3、本巷口至30米范围内按中线铺设40型刮板输送机将煤运至1021运输巷皮带。四、施工设备与供电情况施工设备见表5表5 设备一览表序号名称型号单位数量动力配套方式1掘进机EBZ-132台1电动独立2桥式输送带部1电动独立3顺槽输送带SSJ800部1电动独立4锚杆机MQJ120/276台2风动独立5风煤钻台2风动独立五、煤头设备布置图 （附图六）六、掘进机截割顺序示意图 （附图七）第三节爆破作业一、煤柱侧小水仓和躲避硐室掘进时，采用普通钻爆施工工艺。1.躲避硐室与水仓炮眼布置图三视图及水仓和躲避硐室平面布置图。 （附图八） 躲避硐室与水仓炮眼布置图三视图 水仓平面布置图、排水系统图 躲避硐室平面布置图2.煤柱侧小水仓和躲避硐室支护爆破条件见表6表6 回风绕巷、煤柱侧小水仓和躲避硐室断面爆破条件表名称数量名称数量煤层硬f23炮眼利用率/%95回风绕巷断面/m25炸药消耗量/（kgm-1）4.0水仓断面/m25炸药消耗量/（kgm-1）4.0硐室断面/m25炸药消耗量/（kgm-1）4.0水仓深度/m5水仓宽度/m2.5硐室深度/m2硐室宽度/m2.5回风绕巷总长/m40回风绕巷宽度/m2.5掏槽方式斜眼掏槽雷管消耗量/（个m-1）15循环链/m0.95雷管型号毫秒延期电雷管炸药科类矿用炸药公司炸药库领取配套炸药备 注支护按（本规程规定）执行3.爆破说明图表7表7 回风绕巷、水仓和躲避硐室爆破图表炮眼名称炮眼编号眼深/m眼距m抵抗/m装 药 量角 度（）爆破顺序联线方式眼数/个孔装药量/管总装药量/管总装药量/kg水 平垂 直左右 仰零俯掏槽眼1-4平均为2.0米见图1.24281.6见图串联周边眼5-130.59191.8大串联辅助眼14-150.521.530.6合计1-1515204.04后附：爆破说明书第四节 装载与运输一、装载与运输方式1、装煤、运煤：机掘时由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机转载溜子、桥式转载带式输送机将煤运到顺槽皮带到大巷皮带至中央煤仓。煤柱侧小水仓和躲避硐室采用人工放炮掘进，人工攉煤至顺槽皮带到大巷皮带至中央煤仓。2、材料及设备运输：装材料车由副斜井送至井底车场，利用电机车或绞车牵引架子车和矿车将材料运至顺槽口，利用小绞车运至工作面。3.人员运输：从副斜井乘坐人车到井底车场乘电机车到二部车场步行到工作面或从主斜井乘坐猴车到井底车场乘电机车到二部车场步行到工作面。二、运输设备的铺设及安全设施（一）运输设备的铺设1、轨道的铺设（1）单轨铺设，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于0.5m，要求铺设平直，扣件安全，坚固有效，接头间隙不超过5mm，内错差不超过2mm，道枕间距不大于800mm，并且轨枕必须垫实，道轨与道枕间无空吊板现象。（2）不同轨型要集中铺设，严禁不同轨型道轨混用。（3）运输沿线及上下平车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔使用灵活可靠。（4）铺设24Kg/m道轨严格按质量标准化标准铺设，且距迎头不大于50m。2、带式输送机，刮板输送机的铺设（1）输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷道距离不小于500mm。（2）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。（3）刮板输送机头、机尾必须打压柱。3、绞车的安装小绞车固定采用地锚固定，必要时在绞车底坐上打压戗柱。地锚采用20mm2500mm的螺纹锚杆，药卷使用中速CK2660型树指锚固剂；若底板松软必须采用425号现浇混凝土固定地脚螺栓，基础坑1500mm1500mm1500mm，地脚预埋螺栓采用24mm1000mm螺纹钢制作，混凝土凝固72h后，经试车无问题后才可投入使用。（二）安全设施及要求1、斜巷运输“一坡三档”必须齐全有效，并且灵活可靠。2、斜巷运输，下部车场或巷道必须设躲避硐，躲避硐室间距为40m，每一硐室口必须安装一只信号灯。3、绞车钩头和插销，必须使用试验合格的产品和公司规定制作的连接装置，严禁使用自制的或不合格的连接装置。4、绞车运输保险绳及连接装置等安全设施必须齐全有效。（三）装载设备运输方式装载设备运输方式见表8表8 装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离1掘进机EBZ-1321煤头链输送7m2桥式转载机1掘进机机尾带输送10m3顺槽输送带SSJ-8001巷 内带输送470m4绞车40KWJD2.51巷 内钢丝绳输送500m备注开口时应安装一部40型刮板输送机在巷内，掘至30余米第五节 管线及轨道辅设一、各类管线、运输设施的布置及要求。1、风筒、风管、水管、电缆、带式输送机、枕木及轨道按巷道设计断面布置。2、风筒吊挂靠帮、顶锚杆外端吊挂，做到“逢环必挂，两靠一直”的标准，风筒距煤头不大于5m，煤柱侧小水仓掘进时风筒距工作面不大于2m。3、风筒、水管选用16mm1000mm锚杆固定在巷帮上，每隔3m固定一根，悬挂高度距底板不低于1.8m，水管距工作面不超过10m，风筒距工作面不超过5m。4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆，电源线与监控线不能在同一侧悬挂，高压电缆与低压电缆间要有绝缘层或100mm以上的安全间距。5、轨道枕木必须铺设在实底上，使用24Kg/m道轨辅设，轨间距为0.8m，轨道外边缘距两帮设备及风水管路间距不小于500mm，要求铺设平直、扣件齐全，紧固有效，接头间隙不超过5mm，内错差不超过2mm，道枕距不大于0.8m，并且轨枕必须垫实，无空吊板现象。二、管线及轨道敷设方式。管线及轨道敷设方式见表9序号名称规格型号数量/m与工作面间距/m轨 枕间距/m轨面高低差/mm轨道接头间距/mm1轨道24kg/m4702500.8252风筒600mm5005备注3风管2 寸480204水管2（3）寸480205电缆3*70+1*25mmMY-0.38/0.66520-10表9 管线及轨道敷设方式第六节设备及工具配备设备及工具配备见表10表10设备及工具配备表序号名 称型 号单 位数 量备 注1掘 进 机EBZ-132台12桥式转载机部13输送带SSJ800部14绞车JD1.6台1JD2.515锚杆机MQT120/2.7C台26风煤钻台27局部通风机FBDNO5.62*11KW台28移 变KBSGZY-800KVA台19控制开关BQD10-200/380.660台110馈电开关KBZ-400/1140.660台111综 保ZBZ-4.0M台112电 话部213激光指向仪JZY-3J2Y-4台114锹张415镐把416锤把217专用变压器KBSG2-T-50/10台218自动切换开关QBZ-2*120/1140.660SF台1第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式与供风距离采用FBDNo-211KW局扇形成压入式通风，供风距离约50m左右。二、掘进工作面风量计算1.按气体涌出量计算