1905s回风巷作业规程

编号201401掘进工作面作业规程工作面名称1905S回风巷编制人区队长施工单位矿建一部批准人编制日期2014年3月23日执行日期2014年3月30日目录第一章概况4第一节概述4第二节编写依据4第二章地面相对位置及地质水文情况5第一节地面相对位置及邻近采区开采情况5第二节煤（岩）层赋存特征5第三节地质构造情况6第四节水文地质6第三章巷道布置及支护说明9第一节巷道布置9第二节支护设计10第三节支护工艺16第四章施工工艺20第一节施工方法20第二节凿岩方式24第三节装载与运输25第四节管线敷设25第五节设备及工具配备26第六章生产系统27第一节通风系统27第二节压风系统30第三节瓦斯防治系统30第四节综合防尘系统30第五节防灭火32第六节安全监控系统33第七节供电系统34第八节排水系统36第九节运输系统36第十节照明、通迅和信号系统36第六章劳动组织及主要技术经济指标37第一节劳动组织37第二节循环作业图表38第三节主要技术经济指标38第七章灾害预防及避灾路线40第八章安全技术措施42第一节施工准备42第二节“一通三防”管理42第三节顶板管理47第四节防治水管理50第五节机电管理51第六节运输管理58第八节特殊措施62第九节安全制度631905S回风巷作业规程编审人员签字编制人年月日施工负责人年月日审查人地测年月日技术部年月日通防年月日机电年月日审批人安全、通防副总年月日机电副总年月日掘进副总年月日安监处主任工程师年月日总工程师年月日1905S回风巷作业规程会审意见本作业规程于2014年3月26日在技术部会议室进行了集体会审，参加会审人员有总工程师、安监处主任工程师、通防副总、机电副总、技术部主任工程师、地测、通防、机电、矿建一部经现、矿建一部技术员。通过集体会审，讨论研究，同意本规程所编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行，工作面条件发生变化时需另行措施，提出如下审批意见总工程师意见年月日第一章概况第一节概述一、巷道名称1905S回风巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为满足一采区1905S工作面生产系统，满足一采区1905S工作面回采时通风、运输、行人及管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度约2500米。服务年限3年。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2014年3月25日开工，预计2014年8月31日竣工。第二节编写依据依据煤矿安全规程、安全技术操作规程、沙章图初步设计说明书、1905S回风巷机电设计、1905S回风巷掘进地质说明书及1905S回风巷通风设计编制。第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1905S回风巷，该巷道自1905S回风石门K5导线点前约72米（平距）为巷中开门，按真方位角187，巷道全长2500M。该巷道地表位置位于沙章图井田一采区南翼，地表均为牧草植被，水文地质条件简单，无河流及积水区，地势平坦。第二节煤（岩）层赋存特征1、煤层赋存状况3煤上，弱玻璃光泽，以亮煤为主，暗煤次之，为半光亮型煤，沉积较稳定，在本区个别地段煤层遭受冲刷缺失，厚02M22M，平均厚15M，煤层结构简单，除个别点出现薄层夹矸外，基本为单一煤层。煤层内生裂隙较发育。3煤，上距3煤上20M100M，平均7M，下距5煤08M181M，平均13M，沉积不稳定，在首采区北翼存在大面积冲刷带，煤层沥青光泽，上部煤质差，含泥质，以下亮煤为主，夹暗煤，粉至块状，属半亮型煤，厚09M21M，平均15M，煤层结构较简单，个别点出现一到两层薄层夹矸。5煤，上距3煤08M181M，平均13M，下距9煤平均58M，沥青光泽，以亮煤为主，夹暗煤，含星点二硫化铁，属半亮型煤，厚度平均32M，与3煤合层处平均厚45M，煤层结构较简单，较稳定存在一到两层夹矸。9煤，上距5煤平均58M，沥青光泽，亮煤为主，夹少量暗煤，粉至块状，内生裂隙较发育，平均厚4M，煤层结构较复杂，夹两到四层夹矸。2、煤层顶底板岩性3煤上顶板岩性以泥岩和砂质泥岩为主，厚032M3215M，泥质结构，块状构造，水平波状层理，较硬，致密，细腻，性脆，个别地段遭受冲刷为中细砂岩。3煤上底板岩性以泥岩为主，粉砂岩次之，厚08M30M，泥质结构，块状构造，致密。3煤顶板岩性以泥岩为主，粉砂岩次之，厚08M30M，泥质结构，块状构造，致密。3煤底板岩性以泥岩为主，粉砂岩次之，厚08M181M，泥质结构，层状构造，含砂质，致密。5煤顶板岩性以泥岩为主，粉砂岩次之，厚08M181M，泥质结构，层状构造，含砂质，致密。5煤直接底板为细砂岩，灰白色，细粒结构，块状构造，含泥质，较硬。老底为泥质粉砂岩，粉砂质结构，块状构造，水平波状层理，裂隙发育，含大量泥质。9煤顶板岩性为灰岩，灰白色，层状构造，含方解石充填物，厚度3M左右，坚硬，可见蜓类化石碎屑充填物。9煤底板岩性以粉砂岩、泥岩为主，厚度约3M，粉砂岩局部含泥质较高。第三节地质构造情况掘进区段为缓倾伏的单斜构造，倾向自西向东，施工区段煤层底板等高线走向在169185之间，煤岩层倾角平均175。根据三维物探报告XLINE432剖面，在1905S回风巷掘进66米左右时，将揭露DF3断层，断层落差H145M，走向47，倾角54，此断层于1905S回风石门已经揭露，较可靠，由于钻孔稀疏，掘进过程中有可能揭露隐伏断层，期间，需加强顶板支护。综合分析评价1905S回风巷掘进区段地质构造复杂程度为中等。第四节水文地质1、地表情况该巷道地表位置位于沙章图井田一采区南翼，地表均为牧草植被，水文地质条件简单，无河流及积水区，地势平坦。2、煤系地层主要含水层二叠系下统下石盒子组砂岩含水层、二叠系下统山西组砂岩含水层、石炭系上统太原组砂岩含水层。（1）二叠系下统下石盒子组砂岩含水层岩性主要为泥质粉砂岩、细砂岩（约占50），粗砂岩次之，少量泥岩和煤。该含水层覆盖在山西组1煤之上，含水层厚度344515M，平均厚度2186M，通过井筒探水注浆及掘进实际揭露显示，该含水层的重点赋水层位为含泥质较多的粗砂岩，赋水特点为裂隙孔隙水，钻孔涌水量在2M/H28M/H之间，探注较困难，是煤系地层的主要含水层，但由于距离3煤上较远（60M170M），又有粉砂岩和泥岩作为相对良好的隔水层，因此，在无较大断层的情况下，不受此含水层水害威胁。（2）二叠系下统山西组砂岩含水层岩性组合由细粗粒砂岩，粉砂岩、泥岩及煤层组成，而以粗碎屑岩占比例大。本组的含水层在纵向上一般厚度较大（0M3294M），粒度较粗，在横向上稳定性较差，有变薄尖灭现象，故富水性不均一，平面上差别较大。根据一采区回风上山和550水平井底车场大巷实际揭露情况显示，1905S回风巷掘进区段内山西组含水层赋水性较差，在实际掘进过程中以顶板淋水的形式出现为主，未揭露涌水量较大的含水层，同时因山西组含水层距1905S回风巷纵向距离较大（53M60M），在不揭露大型断层的情况下，对1905S回风巷不会造成影响。（3）石炭系上统太原组砂岩含水层根据地质资料分析，太原组岩性主要由砂岩、粉砂岩、泥岩、灰岩及煤组成。其中7煤顶板含水层厚度280188M，平均厚度592M；8煤顶板含水层厚度1002625M，平均厚度699M；9上煤顶板含水层厚度1922575M，平均厚度762M；9煤顶板未揭露含水层。总计太原组砂岩含水层平均厚度2053M。根据1905S运输石门和一采区辅运上山实际揭露情况显示，本段太原组含水层主要以7煤与8煤之间的砂岩含水层为主，涌水量在3M/H12M/H，初始涌水量较大，但涌水量下降很快，赋水特征以静储存为主，补给性较差，且赋存不稳定，局部含水，同时，9煤与上部含水层有7米的粉砂岩隔水层，在不揭露大型断层的情况下，对掘进施工影响不大。另根据1905S回风石门实际揭露情况显示，7煤与8煤之间的砂岩含水层涌水量较小（低于1M/H），四灰厚度增大，有出水现象，但涌水量低于1M/H，对掘进施工影响不大。由于首采区南翼现在没有已掘巷道，1905S工作面南翼含水层赋水情况不明，根据相邻矿井水文地质调查情况显示，福城矿太原组含水层主要以7煤与8煤之间的砂岩含水层为主，回采工作面涌水量一般在19M/H21M/H，且福城矿北翼涌水量比南翼略大，因此预计1905S回风巷在掘进过程中，主要受此砂岩含水层威胁，掘进期间必须严格按规定坚持“有掘必探”原则，确保掘进施工安全。5、断层水据三维物探报告资料和1905S回风石门实际揭露情况显示，在掘进过程中会揭露DF3断层，H145M。揭露断层期间，1905S回风巷受顶板7煤与8煤之间砂岩含水层的威胁较大，因此在1905S回风巷掘进过程中，施工至断层前需探水，探水时应严格按照防治水管理规定进行探水。另据新矿集团防治水技术规定，沿岩层探放含水层、断层和陷落柱等含水体时，压力大于3MPA时，钻孔超前钻距不得低于25米，止水套管长度不得低于20米，根据井筒探水注浆资料显示，本区含水层水头压力大于3MPA，因此1905S回风巷掘进至断层前30M处应进行探放水。掘进过程中有可能揭露隐伏断层，需严格落实“先探后掘”制度。6、老空水1905S回风巷掘进范围内无采空区，因此1905S回风巷掘进施工不受老空水威胁。7、涌水量预测1905S回风巷涌水量构成为顶板灰岩水、砂岩水及生产用水，通过对1905S回风石门、一采区辅运上山和1905S运输巷实际揭露资料分析，结合相邻矿井福城矿水文地质资料，利用类比法预测掘进时涌水量在1020M3/H，最大将达到30M3/H。因此在1905S回风巷掘进施工过程中，必需及时清挖水沟，完善排水系统，确保安全施工。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置该巷道自1905S回风石门K5导线点前约72米（平距）开门，按真方位角187，沿9煤层顶板施工106米，然后调整按真方位角142，按16下坡施工28米，至揭露9煤层，然后调整按真方位角187沿煤层顶板掘进至边界保护煤柱止，巷道全长2500M。揭露DF3断层或遇复杂地质构造等不利因素，另补充施工措施。附1、1905S回风巷平面位置图（12000）2、1905S回风巷施工巷道剖面图（1500）3、1905S回风巷煤岩层柱状图（1500）第二节支护设计一、巷道断面1905S回风巷开门后沿9层顶板以AA断面施工机头硐室，再11断面梯形断面施工至F3断层；掘进施工中全岩部分采用半圆拱形断面33断面施工；巷道施工至与一采区辅运巷交岔点后沿9层顶板22梯形断面掘进。AA断面净高净宽3915M，S净1955，S荒2085。11断面净高净宽391M45，S净1759，S荒1887。22断面净高净宽39156M，S荒2329，S净2189。（2，2，断面）净高净宽39152M，S荒2113，S净1982。33断面净高净宽37545M，S净1544，S荒1376。附图1、AA断面巷道临时支护断面图（150）2、11断面巷道临时支护断面图（150）3、22断面巷道临时支护断面图（150）4、2，2，断面巷道临时支护断面图（150）5、33断面巷道临时支护断面图（150）附图1、AA断面巷道永久支护断面图（150）2、11断面巷道永久支护断面图（150）3、22断面巷道永久支护断面图（150）4、2，2，断面巷道临时支护断面图（150）5、33断面巷道永久支护断面图（150）二、支护方式（一）临时支护施工AA、11、22断面时采用吊环式前探梁作临时支护，前探梁采用长45M的3吋钢管制作，吊环使用厚7MM的钢板制作，每根前探梁不少于2个吊环固定，11断面使用3组前探梁，22断面使用4组前探梁。使用方法使用临时支护前，首先在永久支护的掩护下用长把工具摘除迎头危岩悬矸，摘除顺序为顶板、两帮、迎头面。围岩层理、节理发育时，必须用手镐彻底摘除，严禁强行进行支护；将前探梁上方的接顶木料按由高到低的顺序逐根前移，前探梁端面距不大于300MM；将双抗拉伸网、钢带铺在前探梁上面，在网或钢带下面，按由高到低、由上而下的顺序用木料使网、钢带接顶，连网使用塑料假顶带逐孔相连。检查临时支护是否妨碍锚杆支护，确认无问题后方可用木楔对临时支护进行加固严禁空顶作业，顶板完整无伪顶时，割煤前探梁端头距迎头不大于03M，循环进度为20M，每班2个循环，最大空顶距为23M（顶板破碎时，循环进度缩至10M，每班2个循环，最大空顶距为13M）。施工33断面时锚喷支护采用初喷作临时支护。切割后摘掉迎头危岩悬矸立即进行初喷，然后进行初喷3050MM的砼，砼强度C20。在松软的岩层中或过地质破碎带掘进巷道时，初喷后必须使用吊环式前探梁作临时支护。顶板极其破碎时，在巷道爆破前先打超前锚杆作辅助临时支护。截割首先敲帮问顶，摘掉迎头危岩悬矸。（二）永久支护AA、11、22断面锚杆采用MSGLD335/22L2400MM等强螺纹钢式树脂锚杆，锚固剂采用MSK2835型，顶板采用WD280/3型W钢带压双向拉伸塑料网，两帮采用WD280/3型W钢带压双向拉伸塑料网。11断面顶板锚杆单排距10001000MM，使用5个孔钢带，两帮锚杆间排距12001000MM，上帮使用4个孔钢带，下帮使用3个孔钢带。22断面顶板锚杆间排距11001000MM，使用6个孔钢带，两帮锚杆间排距12001000MM，上帮使用5个孔钢带，下帮使用3个孔钢带，上、下两肩窝及巷道底使用异形托盘。33断面采用喷、锚网喷支护，锚杆采用MSGLD335/22L2400MM等强螺纹钢式树脂锚杆，锚杆间排距800800MM，网采用40001000MM，6MM的圆钢经纬焊接而成的钢筋网，网格100100MM，网与网之间直接钩接铺设。（三）质量要求1、锚杆均采用22MML2400MM等强螺纹钢式树脂锚杆。锚杆的锚固方式采用加长锚,锚固长度700MM,预紧力不小于400NM，锚固力煤中不低于70KN，岩石中不低于130KN。锚杆的安设要垂直于巷壁，与巷壁夹角不小于75,托盘要紧贴岩面不松动,接触面积80，锚杆外露长度为1040MM，两帮最下一排锚杆距底板煤中不大于500MM，岩石中不大于300MM，与水平呈1030打入。喷浆必须拉线，在拱顶、拱基、拱肩及两底角处拉线，不少于7条，使巷道成型光滑，平整无急角。两帮喷浆必须有不小于100MM的基础，不得有赤脚穿裙现象，复喷后巷道表面平整度不大于50MM，喷浆后巷道要正常洒水养护，7天以内每班洒水一次，以后每天洒水一次，养护不少于28天。喷浆砼强度为C20，铺底砼强度为C10。4、文明生产巷道文明生产达到“四无、四整齐、五统一、六条线”。四无巷道内无淤泥积水；无脏杂物和废旧物料；无积（煤、岩）尘；无尾工。四整齐图牌板吊挂整齐；工具材料码放整齐；工具存放整齐；开关上台上架排列整齐。五统一牌板规格、标准统一；挂衣架统一；料场统一管子吊挂钩统一电缆吊挂钩统一。六条线风筒吊挂一条线；风水管路吊挂一条线；轨道铺设一条线；各类标志标注一条线；台阶铺设一条线；水沟打设一条线。三、按组合拱理论计算确定锚杆参数1、锚杆长度计算（以最大断面计算）LN（11W/10）式中L锚杆长度，M；N围岩影响系数，取11；KHRQW巷道跨度，M，取58则LN（11W/10）11（1158/10）168（M）,取24M。2、锚杆直径计算DL/110式中D锚杆直径，MM；L锚杆长度，M；则D1000L/1102400/11022（MM）3、锚杆间排距1通常间排距相等，取AA式中A锚杆间排距，M；Q锚杆设计锚固力，岩巷为130KN/根，煤巷为70KN/根；H冒落拱高度，取煤巷066M，岩巷043M。R被悬吊砂岩的重力密度，取27KN/M3；K安全系数，一般取K2；断面11、22A19M276013断面33A173M4270断面11锚杆顶板间排距取10001000MM，两帮间排距取12001000MM；断面22锚杆顶板间排距取9001000MM，上帮间排距取11001000MM，下帮间排距取12001000MM；断面33锚杆间排距取800800MM，符合设计要求。根据选取的支护参数计算，其支护密度为Q1/0707204根/M2大于理论计算数据070根/M2。因此，支护参数的选取合理，能够满足支护要求。根据矿井实际情况，确定该巷道的支护参数为巷道采用喷、锚网喷支护，锚杆采用22MML2400MM的等强螺纹钢式树脂锚杆，锚杆间排距11、22、33断面800800MM，44断面700700MM。四、工程质量规定见表31表31AA、11、22断面锚网带支护巷道工程质量标准巷道规格及名称MM断面AA断面11断面22项目质量标准MM部位净宽中净高5M391M净宽中净高45M391M净宽中净高56M391M上宽500045005600腰宽500045005600巷道净宽MM50150下宽500045005600腰线上30150腰线上241024102410腰线下30150腰线下150015001500巷道净高30200无腰线测全高岩石130KN/根锚固力煤层70KN/根顶板10001000100010009001000上帮110010001200100011001000锚杆间排距MM100下帮120010001200100012001000锚杆规格（MSGLD335/22）22L2400MM等强螺纹钢式树脂锚杆锚杆角度与煤岩壁夹角不小于75人工安装锚杆外露正常1040MM最小空顶03M03M03M最大控顶23M23M23M文明生产“四无”、“四整齐”、“五统一”、“六条线”表3233断面锚网喷巷道工程质量标准巷道规格及名称MM项目质量标准MM部位33断面S净45003750上宽4500腰宽4500巷道净宽MM50150下宽4500腰线上30150腰线上2250腰线下30150腰线下1500巷道净高30200无腰线测全高岩石130KN/根锚固力煤层70KN/根顶板800800左帮800800锚杆间距MM100右帮800800锚杆规格22L2400MM等强螺纹钢式树脂锚杆锚杆角度与煤岩壁夹角不小于75人工安装锚杆外露正常1040MM最小空顶03M最大空顶19M文明生产“四无”、“四整齐”、“五统一”、“六条线”第三节支护工艺一、支护材料1、锚杆、锚固剂及锚索锚杆采用22L2400MM等强螺纹钢式树脂锚杆。每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于700MM，外露长度1040MM，托盘为方形15015010MM。树脂锚固剂直径为28MM，每块长度为350MM，锚杆均使用配套标准螺帽紧固，锚固剂型号为MSK2835，每根锚杆锚固力不小于130KN，网采用6MM的圆钢经纬焊接而成的钢筋网，网格100100MM，网与网直接钩接铺设。等强螺纹钢式树脂锚杆性能参数表33规格内径D1（MM）膨胀面D2（MM）肋间距L（MM）横肋高H（MM）横截面积（MM2）屈服载荷（KN）延伸率（）MSGLD335/22210320050120217023461911624MSGLD335等强螺纹钢式树脂锚杆成套技术要求34托盘尺寸外形尺寸公差托盘高度H1螺母高度H2螺母对边B球冠直径D杆体屈服力托盘承载力推荐杆体长度规格ABCMM厚度对边MMMMMMMMKNKNMMMSGLD335/221501501043302531340112716524002、混凝土A、水泥喷射砼所用水泥质量要符合标准要求，每批出厂要有合格证，过期和变质水泥禁止使用，水泥标号不低于425（PO425硅酸盐水泥）。B、沙子下井前要过筛，颗粒粗细要均匀含泥量按重量计算不大于3。C、石子采用粒径510MM的石子作骨料。采用颗粒直径为510MM的石子作骨料占25，颗粒直径为25MM的石子作配料占30。D、速凝剂速凝剂型号为TX型，质量符合标准要求，每批有出厂合格证，过期失效速凝剂禁止使用。其配比为水泥重量的24。喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。E、沙为纯净的河沙或水洗沙。F、喷射混凝土重量配比初喷水泥石子沙子122；复喷122。G、喷射混凝土时抗压强度检测的平均值不低于C20,其最小值不低于标准值的85。二、支护工艺临时支护采用初喷砼作为临时支护，厚度3050MM。方法使用临时支护前，首先在永久支护的掩护下用长把工具摘除迎头危岩悬矸，摘除顺序为顶板、两帮、迎头面。围岩层理、节理发育时，必须用手镐彻底摘除，严禁强行进行支护。均匀、无裂隙喷射3050MM。永久支护扒出迎头后，先打顶部中间锚杆眼，安装上紧锚杆后，打两肩角锚杆，然后由上往下打两帮锚杆眼，挂网安装锚杆。三、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100MM，角度误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在初喷砼达到有效支护强度下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。把2块树脂锚固剂树脂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上专用搅拌器，用风煤钻卡住专用搅拌器旋转将锚杆旋入树脂锚固剂中，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，其搅拌时间为1015秒，搅拌时要一锚到底，不得停顿，等待1分钟后退下风动工具，初凝12分钟后方可上托盘旋紧螺母，每个螺母拧紧力矩不小于400NM。3、喷射混凝土1）准备工作检查锚杆安装和压网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2）喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0610M为宜。人工拌料时采用湿式拌料，水泥、砂子和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在04MPA，水压应比风压高01MPA左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0405之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。3）喷射工作喷射工作开始前，应首先将喷射地点脏杂物清理干净，以便收集回弹料。喷射完毕后，应立即收集回弹料，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆和材料。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次。4）喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。4、支护材料每米用量施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。表35巷道特征最大空顶距煤岩别断面形状掘进断面（）净断面（）巷道坡度割煤岩前割煤后锚杆排距（MM）锚杆间距（MM）AA断面20M煤梯形20851955顺煤层顶板03M23M1000顶1000帮120011断面86M煤梯形18871759顺煤层顶板03M23M1000顶1000帮120022断面2200M煤梯形23292189顺煤层顶板03M23M（顶板破碎时13M）1000顶900上帮1100下帮120033断面73M岩半圆拱形1544137616（45M）0（28M）03M23M（顶板破碎时13M）800800项目数量第四章施工工艺第一节施工方法一、施工准备施工前将压风及防尘管路延至综掘机后1015米，安设好控制总阀门及分阀门；安设好电源，保证供电正常、停电方便；通讯、运输设施完好、齐全、路线畅通。巷道开门采用EBZ260型掘进机机掘法施工，当迎头岩性发生变化综掘机不便施工时，采用爆破的方式施工，另编制安全技术措施。二、施工方法1、1905S回风石门在K5点前约72米处见9煤，调整掘进施工方向沿真方位角187，按照“AA”断面沿9煤顶板掘进20米做为皮带机头硐室。2、施工完机头硐室后，真方位角187不变，沿9煤层顶板，按照“11”断面沿9煤顶板掘进约106米遇DF3断层。3、遇DF3断层后，全岩段方位保持不变，坡度16下坡，按照“33”断面施工约45米过DF3断层。4、巷道变平后，调整施工方位，按真方位角142，按照“33”断面施工约28米见9煤。5、见9煤后，再调整施工方位，按真方位角187，沿9煤层顶板，按照“22”断面掘进约2290米至边界保护煤柱。三、施工工序（1）巷道施工采用EBZ260掘进机机掘，掘进机装矸、带式输送机运输。如顶板破碎时，可先割上部，并立即架好前探梁，护好顶，待顶板支护完毕后，再割底部。（2）切割前，必须检查掘进头10M范围内的支护，发现问题及时处理。（3）必须依据中线在工作面上画出巷道轮廓线和切割位置。（4）掘进机的截割顺序应自下而上，自下帮至上帮，每次进刀深度不得超过05M。（6）工艺流程交接班检查、准备校对中线掘进机割煤（岩）出煤（岩）敲帮问顶临时支护（初喷）打锚杆眼安设锚杆、铺网校对中线清理出岩掘进机割岩进入下一循环。附掘进机切割顺序图A围岩岩性较好时掘进机刨头，切割方式。巷道中心线B围岩岩性较差时掘进机刨头，由巷道顶部向底部切割，并立即架好前探梁，护好顶板。巷道中心线82475631掘进机围岩岩性较差时刨头吃刀顺序及煤层注水孔布置示意图煤层注水眼说明3、机掘切割说明（1）司机操纵掘进机时，依靠切割臂的摆动和切割头的旋转破落岩，所破岩（煤）经转载机和皮带运输，掘进机切割一个循环后停机，将掘进机退出，支护顶板。（2）切割方法切割时先横向切割上部，然后依次向下切割，最后刷邦。（3）掘进机切割落矸的程序是首先在工作面进行掏槽，掏槽位置一般在工作面的中下部。开始时机器逐步向前移动，切割头切入工作面一定的深度（切深）。然后停止机器移动，使铲板紧贴工作面底板作为前支点，机尾的后支撑也同样贴紧底板，作为后支点，以提高机器在切割过程中的稳定性。最后再摆动悬臂，切割头切落出整个巷道的矸。（4）切割时每一次不超过05M切割头的切割深度取决于岩（煤）的切割阻力，以牵引油缸回路尽量不溢流、切割电机接近满载、机器不产生强烈振动及落矸效率最高为原则，一般推荐为切割头直径的2/3。（5）切割头在工作面巷道上切割移动的路线A、大多数情况下，从工作面煤岩巷道掏槽位置钻进，再卧移切割至底板下角，再切底掏槽，增加自由面。B、工作面的切割应注意岩（煤）的层理，断面切割时应以左右横扫切割为主，切割头沿层理移动切割阻力较小。6、装岩及出矸方法切割后将掘进机铲板落下向前推进，把岩装到铲板上运出。7、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，检修刮板输送机，其他工作正常掘进。四、降尘方法1、割（煤）岩时，掘进机使用除尘风机，必须正常使用内、外喷雾装置，使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPA，外喷雾装置的使用水压不得小于15MPA；内喷水压不足或无内喷时，需增加外喷数量，在施工巷道内距迎头100米范围内设置二道净化水幕，开机时开启，水幕位置尽量安装在有排水泵的位置，便于将防尘水及时排走。3、各转载点、卸载点设置洒水喷雾，并保证正常使用灵敏可靠。4、每天对施工区域内巷道全面冲刷一次，冲刷巷道内管线及风筒积尘，严禁巷道内出现5M长2MM厚的积尘。第二节凿岩方式一、打眼机具一、打眼机具采用ZY28型风钻打眼，配22MM中空六棱钻杆、32MM柱齿钻头打两帮眼；采用MQT130型风动锚索打眼机打顶板眼，配B22中空六方接长式钻杆，32MM双翼钻头。风源来自地面压风机房。二、施工前的准备工作打眼前，应充分准备好所使用的钻具，如风钻、钻杆、钻头等；钻杆要直，钻头要锋利，风、水管、电源接至工作面，保证压风、水、电使用方便、正常和安全；看好中腰线，检查顶板、支护、等情况，并画出迎头轮廓线，标出打眼位置。打眼工要做到“三紧”、“两不要”，即“袖口、领口、衣角紧”；“不要戴布线手套，不要把毛巾露在衣领外”。三、打眼方法（1）打眼工作要严格按照煤矿安全技术操作规程210、12、13、1519、22、23、25、26、2834、40条有关内容执行。（2）精心钻眼，钻出的眼孔要做到准、平、直、齐。（3）采用湿式打眼，严禁干打眼。（4）钻孔要坚持五定一定钻工，二定风钻，三定眼，四定位，五定责。（5）打眼时要躲开眼口的方向，站在风钻侧面，两腿前后错开，脚蹬实地，禁止踩空或骑在气腿上打眼。（6）多台风钻打眼时，风钻不得重叠布置，风钻前方及钻杆下不得站人。第三节装载与运输一、装岩（煤）方式掘进机截割后的煤矸通过综掘机转至机后皮带的方式运输煤矸。二、运输路线前期迎头掘进机一运溜子125皮带1905S回风石门125皮带一采区回风上山125皮带一采区回风上山矸石仓10T电瓶车运至副井地面卸载。后期迎头掘进机一运溜子125皮带1905S回风石门125皮带一采区回风上山125皮带一采区9煤胶带上山联络巷40T刮板运输机一采区9煤胶带上山采区9煤矸石仓电瓶车运至副井地面卸载。第四节管线敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆每隔1M吊挂一处，电缆垂度不超过50MM。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20M范围内使用16MM与10MM高压胶管，20M外使用25MM高压胶管；风管距迎头20M范围内使用25MM与16MM高压胶管，20M外使用36MM高压胶管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水用风。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10M。风筒、管子吊挂眼间距5米，严格按设计高度、位置施工，打眼必须布置在一条线上。管线吊挂眼深度不小于500MM,其它眼子深度不小于300MM，吊挂高度耙装机后部不低于18M，掘进机前后10M不低于10M。第五节设备及工具配备设备工具表表41序号名称规格型号单位数量备注1局扇开关QBZ40台12局扇FBDNO63230KW部23闭锁开关KBDZ400台14总开关KBZ400台15掘进机EBZ260台16信号综保ZBZ40台17风煤钻ZMS60部2备用一部8风钻ZY28部2备用一部9皮带DSJ100/63/125部110开关QJZ315台211锚杆钻机MQT130台2备用一部12喷浆机PZ5B台113风钻钎子22米、18米，15米根各2根备用一套14气扳机部115手镐把416大锤把317耙子把318铁锨张1019风动泵BQG200/045台120监测分站KJ76NF套121瓦斯传感器GJ42000B套322风筒状态传感器GFT15A套123设备开停传感器GKT18套124馈电传感器GKT18A套125瓦检器JCB4A台526通讯声光信号KXH012/127台6说明其它可所需物料根据需要由井上领取。第六章生产系统第一节通风系统1、掘进工作面风量计算迎头实际需要风量，按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、炸药量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，取其中最大值作为工作面迎头的需要风量。按瓦斯涌出量计算Q1100Q掘K掘100153121836M3/MINQ掘掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，153M3/MIN。K掘瓦斯涌出不均衡的风量系数,取12。按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q2Q扇II60015S52016001521709M3/MINQ扇局部通风机实际吸风量，520M3/MIN。II掘进工作面同时通风的局部通风机台数取1。S局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，21M2。选用230KW风机风量取520M3MIN按工作人数计算34N42080M3/MINN掘进工作面同时工作的最多人数，20人。按最低风速计算4SV6023290256034935M3/MINS掘进工作面巷道断面积，2329M2。经计算工作面需要风量不小于34935M3/MIN，局部通风机需要风量不小于709M3/MIN。2、掘进工作面迎头风量验算按最低风速验算60025S60025218932835M3/MIN按最高风速验算604S604235520M3/MIN32835M3/MIN5520M3/MIN，符合要求4、局部通风机及风筒选型局扇工作全压HTRQAQHHV1801862954771816271PA其中QAPQH115547629M3/SQH工作面风量，547M3/SP风量比，取115HV风筒出口动压HVQH2/（2SO2）125472/（2052）7181空气密度取12KG/M3SO800MM风筒出口断面取05M2RLU/S3NRJB/（2S2）RO000141350251/0531351050212/（2052）037951417504818018其中摩擦阻力系数取000140000244NS2/M4RJ，现取00014L通风距离取1350MU800MM风筒周长取251MS800MM风筒断面取05M2N风筒接头数取135个RJ每个接头风阻取204105NS2/M8，现取105B对应的局部阻力系数，无折弯时取零,现取B0212空气密度RO其它局部风阻，包括风筒的扩大，缩小，分岔，汇合等局部风阻（若无取零）经以上对通风机选型计算通风机风量为520M3MIN，风压为6271PA。选用供风量为650350M3MIN、风压6106500PA的FBDNO63/230KW对旋式风机能满足供风要求。工作面采用压入式通风，双风机双电源来自不同变压器或并联回路，实现风电闭锁。5、局部通风机安装地点及通风路线局部通风机安装在550南翼轨道大巷距5交叉点10米处。新风地面副井副井南绕道550南翼轨道大巷局部通风机1905S回风巷乏风1905S回风巷1905S回风石门一采回风上山回风井地面附局部通风机安装位置及通风系统示意图。第二节压风系统压风来自地面压风机房，供风最大距离4000M，机房风压为07MPA，迎头风压保持在0406MPA。地面压风机房108MM钢管副井108MM钢管等候室通道108MM钢管550南翼轨道大巷108MM钢管一采区回风上山108MM钢管1905S回风石门108MM钢管1905S回风巷迎头。第三节瓦斯防治系统1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在施工地点5M范围内风筒的另一侧，并处于常开。2、工作面风流中瓦斯浓度达到08时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，采取有效措施，进行处理。工作面风流中、电动机或其开关安设地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，切断电源，进行处理。掘进工作面，体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到10以下时，方可通电开动。3、瓦斯检查员要重点检查迎头和车房瓦斯涌出及稳定变化情况，发现问题及时汇报工区或调度室，采取措施进行处理。第四节综合防尘系统防尘水源来自地面防尘水池，自副井273MM管路引至井下经副井北绕道、南翼轨道大巷、一采回风上山至迎头。用108MM钢管和50MM高压水管接至迎头，每50M设“三通”一个。采用湿式凿眼，割煤全过程洒水降尘，坚持无水不开机制度，各转载点设置喷雾。在距工作面迎头30米范围内安设一道自动控制净化水幕，在50100M范围内安设一道自动控制的捕尘网，上风侧安设水幕喷雾装置。防尘系统地面防尘水池副井副井北绕道南翼轨道大巷一采回风上山1905S回风石门1905S回风巷侧式供水钎子巷道内水幕割煤喷雾冲刷岩帮水管隔爆水袋水管短壁注水水管附防尘系统示意图。第五节防灭火1、巷道掘进，采用风钻打眼，割煤产尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。巷道内有备用的沙子、灭火器直接灭。控制风流、调节风流控制火势蔓延。2、禁止巷道留顶煤掘进（巷道过断层顶煤除外）。3、当施工中发生冒顶事故时，空洞内用不燃性材料（如黄泥，渣子袋等）充填接顶。地面消防水池副井副井北绕道南翼轨道大巷一采回风上山1905S回风石门1905S回风巷。第六节安全监控系统1、便携式甲烷报警仪的配备和使用区队长、班组长、流动电钳工、综掘机司机下井时必须携带便携式甲烷报警仪。工作过程中对甲烷进行不间断的监测，如有报警必须停止工作，进行处理。掘进机司机下井工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，综掘机切割过程中对甲烷进行监测。如报警必须停止综掘机切割，进行处理。当班的班组长下井时，必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5M范围内无风筒一侧。当报警时，停止工作，进行处理。机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪。在打开电器设备时，检查工作地点20M范围内甲烷浓度，瓦斯浓度超过规定时，不得打开设备。2、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用瓦斯监测分站安设在局部通风机附近，其型号为KJ76NF型，使用MHYV14电缆与传感器连接。掘进工作面安设两个瓦斯传感器，甲烷传感器T1安设在距掘进迎头不大于5M的巷道内（风筒的另一帮回风侧）；甲烷传感器T2安设在距回风口1015M范围内。T1、T2报警浓度08CH4、断电浓度08CH4、复电浓度08CH4，断电范围都为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。甲烷传感器必须垂直悬挂在巷道的上方，距顶板不得大于300MM，距巷帮不得小于200MM。在距迎头出风口不大于40M处安设风筒状态传感器，型号GFT20，监测工作面风筒是否断开，造成迎头无风。在局部通风机负荷侧电缆上安设设备开停传感器。型号为GKT5L监测掘进工作面局部通风机的“开”与“停”的工作状态。在掘进工作面甲烷传感器控制设备开关的负荷侧安设馈电传感器1台。型号为GKT127V,监测掘进工作面馈电开关负荷侧是否有电。掘进工作面安全监控设备情况表设备种类型号分站型号KJ76NF传感器型号GJC4甲烷2，GKT5L（开停）2，GFT20（风筒），GKT127V（馈电）数量1台6台传感器安装位置甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300MM，距巷道侧壁不得小于200MM。在距迎头30M范围内安设风筒状态传感器。在局部通风机负荷侧电缆上安设设备开停传感器。在掘进工作面瓦斯探头控制设备开关的负荷侧安设馈电传感器控制区域掘进巷道内全部非本质安全型电器设备报警浓度甲烷传感器T108CH4；T208CH4断电浓度甲烷传感器T108CH4；T208CH4复电浓度甲烷传感器T108CH4；T208CH4信号电缆敷设要求采用MHYV14型电缆，用电缆钩吊挂，间距05米，严禁交叉电源电缆敷设要求采用U型电缆，悬挂整齐，用电缆钩吊挂，间距05米，严禁交叉3、甲烷传感器必须挂牌管理由专人进行维修，传感器每隔7天调校一次，确保断电仪灵敏可靠。4、当掘进工作面瓦斯浓度超限或瓦斯断电仪报警时，要按规定安排撤人，并及时汇报调度室和通风部门查明原因，进行处理。附安全监测系统图。第七节供电系统1、1905S回风巷风电闭锁安装回风上山125皮带机头处，使用2台230KW的对旋风机，供电方式采用集中供电方式，迎头电源来自回风上山联络巷KBSGZY1600/10型移动变电站，经KBDZ630型开关，经风电闭锁，至迎头的设备。2、副风机电源由主井井底临时变电所4KBSGZY1600/10型移动变电站供电。3、风电闭锁处安装瓦斯断点仪，保证瓦斯超限时切断闭锁开关。4、1905S回风巷掘进工作面及运输系统EBZ260型掘进机1部、共铺设125皮带机3部，90B耙装机1部。5、1905S回风巷掘进工作面及运输系统由回风上山联络巷临时变电所负责供电。6、1905S回风巷掘进工作面排水系统37KW潜水泵1台排至井底临时水仓，由井底临时排水系统排至地面。7、详细供电线路参照后供电图。8、为确保供电的安全可靠，要求施工单位要严格按本设计选择设备、电缆等，施工中严格质量标准，完善接地系统，严格按本设计整定开关整定值及继电器保护值，并要求按时完成。9压风系统线路副井副井南绕道南翼轨道大巷一采回风上山1905S回风石门1905S回风巷。10通讯线路副井副井南绕道南翼轨道大巷一采回风上山1905S回风石门1905S回风巷。附供电系统示意图第八节排水系统根据地质说明书的有关资料揭露，巷道通过范围内，水文地质条件较为简单，随着巷道施工长度的增加，敷设一趟108MM钢管为专用排水管路至1905S回风石门水沟内。排水系统迎头积水1905S回风石门（水沟）一采区回风上山（水沟）550南翼轨道大巷（水沟）临时水仓（水沟）副井（水沟）地面蓄水池（273MM钢管）。附排水系统示意图第九节运输系统矸石综掘机一运溜子125皮带输送机一采区回风上山125皮带一采区回风上山矸石仓P90B耙装机耙装装入矿车电瓶车运至副井地面卸载。运料地面副井副井南绕道550南翼轨道大巷单轨吊经一采区回风上山1905S回风石门（单轨吊）1905S回风巷迎头（单轨吊）。第十节照明、通迅和信号系统在1905S回风巷皮带机头硐室安装一台ZBZ40信号综保，为掘进工作面照明、信号系统提供电源。通讯声光信号型号HXH012/127，皮带机尾通讯声光信号随机尾前延而前移。在离掘进工作面50米处安装一部电话，电话号码999934。工区值班电话999851，生产调度电话999913、999983。电话能够直接和矿区内井上、井下的所有电话相互直接联系。第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织采用正规循环作业方式组织生产，“三八”工作制。施工11、22断面时，早班、中班、夜班每班2个循环，每日完成6个循环，循环进度2M，日进12M，循环率83，月进300M施工33断面时早班、中班、夜班每班2个循环，每日完成6个循环，循环进度16M，日进48M，循环率83，月进120M。劳动组织配备表表51出勤人数工种早班中班夜班小计备注打眼工55515掘进机司机1113持证支护工55515打眼工兼机电工6118持证局扇司机1113机电工兼防尘工1113打眼工兼整修工5117皮带司机3339持证安质员1113班长1113合计21131347第二节循环作业图表为保证正规循环作业的完成，迎头施