麻窝煤矿施工组织设计

麻窝煤矿施工组织设计第一章概述第一节麻窝煤矿设计简介一、交通位置麻窝煤矿位于黔北名镇遵义县乌江镇坪塘村境内，行政区划隶属该镇管辖。中心点地理坐标东经1064442，北纬271558。南距省城贵阳100公里，北距遵义市60公里。4公里上210国道，7公里入贵遵高速，10公里到小寨坝车站。区位较好，交通便利。二、建设规模麻窝煤矿系单井扩能技改煤矿，批准文件贵州省人民政府关于遵义市汇川区等十二县（市、区）煤矿整合和调整布局方案的批复，批准文号黔府函【2006】204号。年生产规模15万吨，设计服务年限118年。矿区面积37575KM2，开采深度1025M450M。于2013年2月17日获得“煤矿生产许可证”，为六证齐全的煤矿生产矿井。三、资源储量可采煤两层22和61煤层，保有储量872万吨，工业储量3628万吨，可采储量24805万吨；22煤层平均厚度208M，61煤层平均厚度108M层间距1003M；倾角4826；稳定性属较稳定煤层。四、安全条件1、可采煤层顶、底板岩性22煤顶板为灰色中厚层泥灰岩，底板为深灰、灰色沙质泥岩；61煤顶板为泥灰岩、粉沙岩、粉沙质泥岩；底板为泥灰岩。2、麻窝煤矿2009年至2011年，连续四年鉴定为瓦斯矿井，批准文号为黔能源发【2009】306号、黔能源发【2010】701号、黔能源煤炭【2011】791号。黔能源发【2012】494号3、经贵州省煤田地质局实验室检测认定，麻窝煤矿22、61煤层；无煤尘爆炸性、煤自燃倾向性。4、2011年12月23日，中国矿业大学开采与安全教育重点实验室对麻窝煤矿22煤层进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，结论为22煤层870及以上标高无煤与瓦斯突出危险性。5、2008年12月，贵州省地矿局102地质大队，对麻窝煤矿进行了水文地质调查；2012年11月，贵州省地质矿产勘查开发局103地质大队，又对矿区作了水患物探全面勘察，均认定麻窝煤矿水文地质类型中等。五、矿井建设情况麻窝煤矿2006年12月，经黔府函【2006】204号文批准，技改立项。2008年12月，贵州大学勘察设计研究院完成开采方案设计（变更）编审，批准文号黔煤规字【2008】1399号；2009年12月，贵州大学勘察设计研究院对“安全专篇”做了变更设计，批准文号黔煤安监遵安审【2009】60号。经过前期准备，在具备安全施工的条件下，遵义市工业和能源委员会备案批准，麻窝煤矿从2009年9月开始，严格按照开采方案设计（变更）和安全专篇（变更）进行建设，先后投入资金12亿元，完成矿建工程20个；土建工程23个，安装工程19个，2012年3月31日，技改建设竣工，系统全面形成。1开拓开采开拓三条井筒，一水平870M标高布置井底车场。首采工作面布置在22煤层870标高，矿井以一个炮采工作面，两个掘进工作面，满足15万吨/年设计能力；采煤方法走向长壁式后退采煤法，放炮落煤工艺，单体液压支柱（DW25250/100（Y）配合铰接顶梁支护顶板，伪斜走向密集布置，柱距07M，排距1M，“三、四”排管理，最大控顶距为42M,最小控顶距为32M，放顶布局为1M，全部垮落法管理顶板。2通风系统主要通风机为两台防爆对旋式轴流风机，型号为FBCDZ615B,电机功率255KW，风量范围233517M3/S,风压范围6172340PA。矿井通风方式为中央并列式，采面U型通风方式，掘进面压入式通风方式。矿井一级总风量为2150M3/MIN，能够满足目前通风需要。已形成采掘面独立通风。局部通风机型号FBD56/211,风量220330M3/MIN，功率211KW，实现了三专两闭锁、双风机电源，并能自动切换。3排水系统安装2台46505型离心式水泵，电机功率55KW；1台D85455型离心式水泵，电机功率90KW。敷设108和159排水管各一趟，其中108排水管工作，159排水管备用。主水仓471M3，副水仓229M3。设计矿井正常涌水量35M3/H，最大涌水量60M3/H，实测涌水量20M3/H，水仓容量能满足排水要求，排水系统经过试验，运行正常。4供电系统矿井已实现双回路供电，一回罗煤线，一回罗乌线，电源来自110KV罗江变电站10KV不同母线段。10KV地面配电所通过验收，主变压器6台，均分两组，一组运行，一组热备，双回路配电。其中SII500/10/04型2台，用于地面供电；KSII500/10/069型2台，为井下设备负荷供电；KSII80/10/069型2台，为局部通风机专用变压器。下井主电缆为MY395125橡套电缆，下井局部通风机专用电缆为MY335116橡套电缆。目前供电设备运行正常，井上、下风机、绞车、水泵、皮带机、空压机、抽放泵等一类负荷，已实现双回路供电，矿井供电系统符合设计要求，稳定可靠。5提升运输系统主斜井选用大倾角皮带运输机提运原煤，型号JT90/15/290,带宽B800，功率290KW。副斜井现用JTP1612P提升绞车，运料提矸；装有RJKY3728/1000型架空乘人装置，升降人员。6消防系统矿井建有消防、防尘高位水池，容积300M3，池底标高1008M,全矿消防实现静压供水。井下用水最高点970M，井下巷道均铺设消防管路，主管、支管分别选用108、50无缝钢管。岩巷每100M、煤巷、皮带巷每50M，均安设一个三通阀门。地面和井下分别设置消防材料库，配备了砖、沙等消防材料。7防尘洒水系统回风斜井、主井和工作面回风顺槽中，分别安装了全断面水幕装置，可有效降低风流中粉尘浓度。在工作面运输顺槽、主井、地面煤炭转载点，均安装了洒水防尘装置，杜绝了粉尘飞扬。防尘、消防共用地面高水位池供水。8瓦斯抽放系统安装四台2BEC40型水环真空泵，功率110KW。均分两组，一备一用，实现高、低负压互换。抽放管路选用双抗PVC管道，主管直径315MM,支管直径219MM，可实现高、低负压互换。第二节编制施工组织设计的原则和依据一、编制原则1切实执行国家及煤炭相关管理部门的煤矿生产建设方针和经济政策；2统筹安排内部与外部；生产、生产服务、生活服务之间的协调建设，通过综合平衡，确定合理的生产建设工期。3以煤矿生产为主，全面安排好主体与配套、井下与地面、生产与生活工程的完善顺序，做到“四通一平”、“两堂一舍”先行，环保绿化同步。4充分利用时间和空间，在确保安全、质量和提高经济效益的前提下，合理组织矿井建设全过程的各个环节、各项工作及各工程项目之间的平行交叉作业和协调，形成高效节能综合生产能力，保证采掘平衡。5以“安全第一、经济效益为中心”增强安全生产观念、时间观念、利息观念及资金周转观念，坚决按合理工期组织施工。6结全煤矿生产实际，吸取煤矿先进生产经验，扬长避短，确保安全。7积极采和新技术、新装备、新工艺、新材料，不断提高职工的技术素质，把煤矿生产纳入到依靠技术进步的轨道上。8因地制宜，就地取材，在确保安全的前提下降低工程成本，节约原材料，妥善处理矿群关系，节约施工用地。9合理利用永久设施，减少大型临时工程。10把生产准备工作置于重要地位。11在生产安排上，在工程安排上，做到四个优先（被利用的永久工程、工期长的工程，安装任务重的工程，大型基础工程），四个不停（矿井关键线路不停，巷道装备提升不停，井巷交替施工不停，单位工程开工后一气呵成），三个缓干（需大力维护的煤巷、施工不用的井下电气设备，可用做平衡劳动力的工程），力争做到劳动力、施工设备及周转材料的平衡。二、编制依据1经批准的麻窝煤矿2013年安全生产进度计划2矿井建设过程中的水文地质资料及相关建设记录数据。3已实施且验收通过的遵义市乌江镇麻窝煤矿开采设计方案4经批准且验收通过的遵义市乌江镇麻窝煤矿开采设计方案安全专篇5煤矿安全规程等相关煤矿生产法律法规6地方各级政府及行业监管部门的相关技术管理文件。第三节施工组织设计的基础数据及控制指标一、井巷工程平均月进度指示（表131）根据麻窝煤矿2013年安全生产计划中井巷施工的特点并参照下列指标，确定本设计的井巷工程平均月进度指标。（1）国家预算定额和工期定额指标。（2）2012年麻窝煤矿平均月进度指标（按实际生产天数及进尺进算，停工时间不计入进度指标）。（3）公司规定的2013年平均月进度指标。（4）开采方案设计设计所采用的指标。表131井巷工程平均月进度指标表序号项目单位预算定额工期定额开采方案设计定额2012年平均月进度公司规定进度指标本设计采用指标一岩石平巷1锚喷支护M/月50656080605260652砌碹支护M/月5060455550486060二岩石斜巷M/月4053536060506060四煤巷M/月10010010080100120100五硐室1一般硐室M/月80802特殊硐室M/月558060二、劳动生产率指标根据近几年公司煤矿生产建设实际完成的劳动生产率和本矿的实际需求达到的水平，结合本矿的具体条件，确定井巷掘进、地面建设、设备安装及全员劳动生产率。三、生产建设准备阶段工期根据本矿实际情况，以2013年复工复产验收准备工期为生产建设准备工期，现分述如下（1）现有井巷隐患排查治理工期，1周（2）复工复产验收申报资料完善工期，1周（3）井工进场体检投保及“两堂一舍”完善准备工期，1月；（4）六大系统建设完善工期；15月（5）开工前的技术资源贮备及人员培训等工作，可与以上工作同步进行，同进完成。（6）绞车房修建及主绞车安装工期15月（7）掘进“探放水”“瓦斯突出预测及处理措施”占用工期，鉴于本年度掘进大多数都是在岩巷进行，而仅有的煤巷掘进是在经鉴定无突出危险性区域进行，突出危险性预测与探防水可交叉平行作业。工期为3天。综上所述，本年度生产建设准备阶段工期约为2月，井工进场投保及“两堂一舍”完善是制约隐患排查治理及其他工作的关键，为此，采用先体检，边入场、边完善“两堂一舍”建设，地面建设与井工整改平行作业可缩短准备工期。表132井巷工程不同施工方案占准备工期表序号施工方案单位占用工期备注一、单项方案1地面工程（1）两堂一舍月1（2）绞车安装月15（3）工业广场平整月05（4）井工体检、投保、培训月12井巷作业（1）隐患排查治理月1（2）复工申报资料月025（3）复工批复周1（3）井巷开口测量天2（4）紧急避险系统月15（5）探水、防突预测天5二复合方案11（4）（1）（2）（3）2（1）（2）（4）平行作业月1522（3）2（5）交叉平行作业周1第二章年度采掘施工部署施工组织设计必须坚持安全第一，以济效益为中心，以重大施工方案优化为重点，本章主要针对本矿2013年度采掘施工特点的研究和分析，找出采掘施工的主要矛盾，并由此提出采掘施工部署和主要施工方案，用以指导采掘施工的全过程，做到真安全、少投入、多产出、工期短、效益好。缩短采掘工期有两采主要途径一是加快施工主要矛盾线的速度，二是重大施工方案的优化，在我矿建设的具体条件下，后者较前者更容易实现，只有经济效益好，施工工期短，安全真保障的工期才是合理的工期。第1节巷道工程特征1、820M水平运输联络巷巷道倾坡度3，长度115M，直墙半圆拱形断面，锚喷或锚网喷支护，S掘105M2,C20喷砼，厚度50MM，C15混凝土水沟。2、820M水平井底车场巷道倾坡度3，长度175M，直墙半圆拱形断面，锚喷或锚网喷支护，S掘105M2,C20喷砼，厚度50MM，C15混凝土水沟。3、820水平南运输大巷巷道倾坡度3，设计长度1057M，2013年计划完成352M,直墙半圆拱形断面，锚喷或锚网喷支护，S掘922M2,C20喷砼，厚度50MM，C15混凝土水沟。4、870M5煤层南回大风巷及回风斜巷设计长度1330M，2013年计划完成630M,S掘77M2，3，梯形断面断面，梯形工字钢支护，工字钢型号为11工字钢。5、870M1回风石门设计长度度53，S掘8M2，3，直墙半圆拱形断面，锚网喷或锚喷支护，C20砼，厚度80MM，水沟规格300300MM。6、870M6煤层南回风巷及斜巷设计长度1107,2013年计划完成200M，S掘77M2，梯形工字钢支护，工字钢型号为11工字钢，水沟规格300300MM。7、870M2回风石门设计长度150M,S掘80M2，3，直墙半圆拱形断面，锚喷支护，C20砼，厚度80MM，水沟规格300300MM。8、870M2煤层南回风巷及斜巷L865M，2013年计划施工90M,S掘77M2，梯形工字钢支护，工字钢型号为11工字钢，水沟规格300300MM。9、870M北集中运输大巷L1200M，13年计划施工560M,S掘922、S净816、半圆拱喷浆支护、喷浆D50MM，水沟规格300300MM。10、920M北集中回风大巷L1416M，13年计划完成560M,S掘922M2，直墙半圆拱形断面，喷浆D50MM，C20砼，水沟规格400400MM。11、820水平煤仓绕道L136M，S掘863M2，直墙半圆拱形断面，锚网喷或锚喷支护，喷浆D50MM,C20砼，水沟规格400400MM。12、820水平井底煤仓L23M，S掘1256M2，圆形断面，锚网喷支护，喷浆D50MM,C20砼，水沟规格400400MM。13、820水平煤仓联络巷、清理斜巷（30）L103M，S掘863M2，直墙半圆拱形断面，锚网喷支护，C20砼，水沟规格400400MM。14、主皮带延伸巷（22）L53M，S掘863M2，直墙半圆拱形断面，锚网喷或锚喷支护，C20砼，水沟规格300300MM。15、820水平北集中运输大巷L1200M，S掘922M2，直墙半圆拱形断面，锚网喷或锚喷支护，C20砼，水沟规格300300MM。16、11602采面半煤巷施工进尺，计划190M，S掘77、S净63、梯形工字钢支护；开切眼S掘20伪斜柔性掩架支护，计划完成进尺83M,原煤生产4500T。17、11502采面半煤巷施工进尺，计划230M，S掘77、S净63、梯形工字钢支护；采面运输巷及斜巷，计划72M,S掘70、单体配绞梁支护开切眼S掘135伪斜柔性掩架支护，计划完成进尺52M,原煤生产9300T。第三章施工组织及布署第一节指导思想始终秉承贵州鑫悦煤炭有限公司的办矿方针，逐步配置精良的装备，精心组织，周密计划，打造一支务实、进取的管理团队和施工队伍，如期完成各项工程建设。第二节施工目标安全文明施工、井巷工程、一次性验收达到合格，原煤产量按计划完成。第三节组织机构及劳动力组织公司现有一支较为成熟的管理团队，设置了相关技术及保障部门；配置了技术过硬的专业技术队伍，并形成了老、中、青梯次人才队伍结构。同时，组建并成立了掘进队、机运队、采煤队等成熟的施工队伍。为实现快速、优质、安全、高效施工，施工组织上将实行多工序平行、交叉作业，坚持正规循环作业，力争在有限的空间内有秩序按计划均衡地进行。管理及劳动力计划见下表。根据煤炭工业小型矿井设计规范有关规定，专职安全人员在籍系数按145、其他人员在籍系数100，矿井劳动定员和安全定员见表1231和表1232。表31矿井劳动定员表序号人员类别各班出勤人数（人）一班二班三班四班合计在册系数在册人数一生产工人56535338200296其中井下41383838155150233地面1515154514063二管理人员9772323原煤生产人员合计50454538223319三服务人员9551919四其他人员53331414五矿山救护队员1212全矿定员合计64535341258364表32安全专用工程设施劳动定员表出勤人数在籍系数在籍人数序号工种或岗位一班二班三班四班合计一安全专职人员303030221121451631通风、气体、粉尘检测人员222282防尘、防爆、隔爆工程设施操作、维护人员111143安全装备和仪器仪表保管、维护、收发人员22264安全监测监控系统巡视、维护人员222285井上、下消防材料库材料、器材发放、保管人员22266瓦斯抽放工程专职人员222287瓦检员4444168安检员5555209防突工程专职人员33321110防灭火工程专职人员1111411专职压风人员111412爆破员、电工、钻工、绞车司机等55531813顶板管理人员33331214救护队员12二安全管理人员10441810181矿级管理552安全监察部54413总计40343422130181根据黔煤办字2007263号文“关于加强贵州省小煤矿安全基础管理的实施意见”规定，必须严格控制井下作业人数，原则上一个采区同时作业的采、掘人员每小班不得超过50人，除带班及要害岗位人员在现场交接班外，其他人员严禁在采掘现场交接班。第四章施工准备及场区布置第一节施工准备工作该工程施工工期紧、工程量大，因此在各方面的准备工作尤为重要，为了保质保量建设好本工程，为开工创造良好的条件，确保实施计划目标，严格按以下要求办理1、技术准备项目公司安全、生产、“一通三防”、机电运输、地质测量等专业技术员健全，并严格执行图纸会审、技术交底等制度，作业规程、安全技术措施编制、审批贯彻学习得到了一贯坚持。2、现场准备由于是前期我矿一直处于生产中，施工队伍成熟，技术全面，队伍稳定；施工现场设备、设施齐备，运行状态良好；系统完善、稳定。3、物资准备公司有大型、五金等材料库房；生产设备、设施采购体系健全；完全满足生产所需材料、设备的供应。4、土建准备前期，场区公路、工业广场、地面临时设施建设规范；办公区、单身宿舍已入住；绞车房、风井配电、值班室等部分也投入使用，运转良好。5、机电运输准备“双回路”即将形成，10KV变电所先期也投入使用，高压已入井；820M井底区域矸石经副斜井提升至地面，地面运输系统通畅。6、矿井避灾系统均已建成并正常使用。按照相关要求，建成了“监测监控、井下人员定位、压风自救、供水施救、通讯联络系统”，紧急避险系统将根据国家行业主管部门及地方要求予以建设完善。第五章工程测量第一节控制测量本工程测量依照工程测量规范进行。一、平面控制测量根据基本控制网点为基础，将地面控制点引入井下，再次对13年工程进行复测。观察方法为测回法，所用仪器为尼康全站仪。导线测量的主要技术要求见下表。导线全长相对闭合差测角中误差（）一般边长（M）闭（附）合导线复测支导线7602001/80001/600015401401/60001/4000二、高程控制测量地面及斜井采用三角高程测量，其主要技术要求见下表。等级全站仪型号视线长度（M）前后视较差M前后视累积差（M）高差较差（MM）三等尼康750三、井巷高程传递采用水准仪按三等要求测量，其技术要求见下表。等级测回数指标较差（）垂直角较差（）对向观测高差（MM）环形闭合差（MM）三等377四、井下导线水平角观测作业要求如下按导线边长分（水平边长）15M以下15M30M30M以上导线类别全站仪型号观测方法对中次数测回数对中次数测回数对中次数测回数7尼康DTM532测回法33221215尼康DTM532测回法221212第二节施工测量施工放样测量采用经纬仪、水准仪，全站仪，巷道内每隔50100M埋设施工控制点。主要大巷将均配备1台JZB型、500M激光指向仪定向。巷道施工过程中，进行班组放样，定出临时中线、腰线、起拱线，并划出开挖轮廓线及周边眼布置点。巷道贯通前约100M进行控制网复核测量。贯通误差要求横向贯通误差15CM，纵向贯通误差20CM，高程贯通误差5CM。第三节测量检查严格实行“三级”检查制，确保成果的准确性，定期对井上、下导线联测、控制，洞外控制网进行平面、高程检校。一、不定期分析工程地质勘测报告及地质调查单项工程开工前，对本工程水文、工程地质情况进行技术交底。由生产技术、安全、测量技术人员，根据提供的地质报告分析研究，并作施工现场地质调查，对施工中可能出现的不良地质现象、地下渗水等作出预测，为制定相应的施工技术方案及施工组织措施提供科学依据。三、超前钻孔探测为保证施工安全，施工时应分阶段提前进行钻孔探测，钻探采取“地质钻孔、50M钎探、物探”相结合的探测方法。1、钻孔钻孔机具ZDY650型探水钻机。钻孔布置布置9个孔，共布置3组，每组3个孔，严格按照遵义县乌江镇麻窝煤矿安全专篇要求布置探放水钻孔。钻孔长度一次钻孔预计100M，但必须穿过前方可能出现的断层、裂隙破碎带、含水层，允许掘进20M。2、超前探测内容（1）地质编录和测绘。（2）探明工作面前方地质构造、地下水涌水量、水压力等资料。（3）分析影响围岩稳定的不良地质因素，及时会同施工人员研究预防措施，发出水文地质预测预报。四、地质资料收集、分析1、随巷道施工进度编录地质剖面图、断面图；对断层、裂隙、地下渗水较大地段编制专门资料。2、作好施工期间水文地质工作，收集编录各出水点涌水量、水压力等资料，绘制水文分布预测图和实测图。第六章主要工程的施工方案及方法第一节总体施工方案根据麻窝煤矿已形成的系统，全部为斜井提升，副井主要担任材料运输、矸石运输机人员运输功能；主井则采用皮带运输，主要负责原煤运输，故根据我矿的总体方案如下。一、以南翼区域为主；重点工程为南翼820M运输大巷及回风大巷线路为主攻线路；节点工程为870M南翼回风大巷、11602采区、11502采区巷道布置。二、掘进工作面采用钻爆法，光面爆破，全断面掘进，耙斗装岩机等先进的机械化作业线，一次成巷的施工方案。后期或增加综掘机等设备、设施，加快建设进度三、回采工作面采煤方式采用伪倾斜柔性掩护支架开采。第二节井底车场及硐室施工方法副斜井820M井底车场、井底煤仓绕道、井底煤仓、870M回风巷、主井清理斜巷及上平巷。上述巷道计划采用炮掘，钻爆法施工，光面爆破，“两掘一支”，三八制正规循环作业方式，耙岩机矿车转装矸石。870M回风巷布置在煤层内，后期准备采用综掘进机掘进。第三节其他巷道施工方法一、煤仓及绕道煤仓位于井底车场主运输石门与主斜井之间，L23M，毛断面1256M。由上与主斜井导通。永久支护为锚网喷，施工结束后再按设计进行永久支护及安装。煤仓绕道施工方法该绕道设计在主斜井与煤仓之间，L132M，锚网喷支护。二、躲避、信号硐室及矸石仓信号硐室主要设置在回风上山、提升运输巷等符合煤矿安全规程等规定的合理位置，其规格为宽高深202220M，设计为砌碹永久支护，可根据围岩稳定情况确定。第四节交岔点等施工方法涉及交岔点较多，井下交岔点若围岩稳定，均采用锚网喷支护，混凝土强度C20。交岔点施工方法为1、主巷道掘进沿交岔点主巷道方向掘进，掘进方法同前，掘进断面同主巷道，掘进长度至主巷道2M以外。2、交岔点刷大、初喷从交岔点最小断面开始，按照设计断面依次刷大交岔点，每次刷大长度为1518M，刷顶后利用矸石垫高先施工锚网，再进行初喷混凝土，厚度3050MM。该种方式作为临时支护，在检查合格后进行第二次喷射混凝土，达到设计厚度。交岔点施工机械设备配套与主巷道一致。第5节急倾斜煤层采煤方法急斜煤层开采的基本原则与缓斜和倾斜煤层一样，但由于煤层倾角比较大，在地质、矿压、开采技术和安全方面，具有许多特点由于地质构造结果，使煤层倾角变大、构造复杂，埋藏不稳定，增加了开采的困难。（1）顶板沿层面倾斜方向的压力增大，而垂直层面方向的压力变小，因此支架不稳定，容易倾倒；护巷煤柱容易片帮；顶，底板都可能沿倾斜方向滑动。（2）采下的煤和冒落的矸石，都可自重下溜，简化工作面的装运工作，但容易砸人，冲倒支架，影响安全。工作面行人、运料比较困难。（3）一般用于缓斜煤层沿底板运行的采煤机和自移式液压支架，不适用于急斜煤层，所以急斜煤层目前仍以炮采为主。根据煤层厚度，急斜煤层的开采方法差别较大。在此重点介绍伪倾斜柔性掩护支架采煤法、水平分层及斜切分层采煤法、倒台阶采煤法，一、伪倾斜柔性掩护支架采煤法这种采煤法是用柔性掩护支架把采空区与回采空间隔开，随着工作面推进，掩护支架靠自重和上部冒落矸石的压力推动而下移。工作面为直线形，与煤层走向成的伪倾斜布置并沿走向推进。（一）采区巷道布置和生产系统1、采区巷道布置它一般是采用双翼采区布置。采区一翼的走向长度为200300米，划分为2个区段，一区段在回采，二区段在准备，区段高为3040米。它一般是采用双翼采区布置。从采区运输石门上方沿煤层顶板倾斜掘进一组上山眼，至少有三条眼（溜煤眼、运料眼、行人眼），需要时还应掘进出矸眼，各眼的间距为10米。为安全起见，行人眼应错开布置，各眼之间用联络巷贯通。当上山眼与回风石门贯通后，就可从上山眼开始掘进区段运输平巷和区段回风平巷。每隔5米左右沿区段运输平巷向上掘进溜煤小眼，当区段运输平巷和区段回风平巷掘完后，距采区边界5米处，在煤层中间偏底板位置掘进间距58米的两条切割眼，每隔1015米用联络巷贯通。两条切割眼的作用是为了支架逐步下放使工作面成伪倾斜，以便出煤、通风和行人需要而布置的。随着工作面的推进，为了存放材料和行人方便在工作面下端，区段运输平巷上部35M米处，掘进超前区段平巷。当工作面推进到靠近上山眼，沿煤层中间偏底板位置，掘进两条收作眼，它们之间也用联络巷贯通。两条收作眼的作用，也是为了缩短支架结束下放时工作面的通风和行人。2运输系统采下的煤沿工作面的搪瓷溜槽溜下，经溜煤小眼、区段运输平巷、采区溜煤眼，下放到采区运输石门装车外运。材料由采区运输石门，经运料眼向上运到区段回风平巷，送到工作面或由采区回风石经区段回风平巷送到工作面。3通风系统由采区石门进入的新风，经行人眼（或材料眼）、区段运输平巷、溜煤小眼到工作面。清洗工作面后的乏风经区段回风平巷到采区石门排出。（二）回采工艺这种采煤方法的回采工艺，可分为准备回采（初次放架）、正常回采（正常放架）、收尾或收作（结束下放）三个阶段。4、准备回采安装支架前，把回风平巷扩大到煤层顶底板，为了安装支架，从切割眼以外5米处，在回风平巷中间位置挖掘地沟（地沟挖好后，就可沿地沟安装支架，随着支架安装，地沟要不断延长，保持超前最后一根支架钢梁）米。在开始安装支架时，沿地沟两侧放置钢丝绳，钢丝绳两端应折回，每根钢丝绳长30米，两根钢丝绳搭接长度不少于2米并用5付绳卡夹紧，钢丝绳接头位要错开。钢梁从切割眼以外35米处开始铺设，每隔200300毫米在钢丝绳上放一根钢梁。俐梁垂直顶底板，靠近顶板的钢梁端垫高，使钢梁有35的倾角，这样便于联结钢梁和钢丝绳，而且也利于支架下放改为伪倾斜时转动方便。这种支架的结构。架宽按煤层厚度而定，一般应比煤层厚度小0203米，便于架子下放。钢丝绳的根数按架宽而定，可由35根组成。钢梁之间的间隙（一般为03米）用撑木和荆笆充填。钢梁和钢丝绳用垫板螺栓联结，也可用环形卡子联结。在钢梁上铺设双层荆笆，作为隔离采空区矸石和拆架时人工假顶之用，如含水较大，还需铺上油毡；如煤层极易自燃，可在支架上铺层黄泥或洒泥浆。这样结构的架子，具有柔性而且便于控制和回收冒落，应放炮崩落，使掩护支架上有23米厚的煤矸层，。以防掩护支架受到冲击荷载而影响安全。为了防止支架下放过程中下滑，应使冒落的煤矸距工作面上部拐点处的长度不小于5米。当支架安装长度已够15米，支架上全冒落煤矸层后，就可调整支架下放。支架下放是利用两个切割眼来完成的，在切割眼内打眼放炮，使架尾（安装支架的一端称架头）由水平位置逐步调斜下放。调斜下放过程中，在回风巷内不断接长支架，最后到达规定的位置形成2530的伪倾斜工作面，同时沿工作面中间位置形成一条地沟，这时回采准备阶段结束，转入正常回采阶段。在准备回采阶段落下的煤，经切割眼、溜煤小眼、运到区段运输平巷。材料由区段回风平巷运到工作面。新风由区段运输平巷经溜煤小眼进入工作面。乏风经区段回风平巷排出。在准备回采阶段，支架调斜下放过程中，整个支架实际上是倾斜掩护支架和平板掩护支架的组合，即调斜工作面支架成为倾斜支架，调斜切割眼支架成为平板掩护支架。转入正常回采随着工作面推进，在区段回风平巷内延长地沟和接长架头。同时在工作面下端的区段运输平巷内拆除架尾。在掩护支架下的正常回采工艺是打眼、放炮、出煤、移架。根据煤层的厚度和软硬情况，炮眼可布置单排或双排。双排炮眼的布置和眼、行距。煤质坚硬时，可加打刷帮眼。放炮工作，最好沿工作面全长一次放炮，这样有利于支架均匀下沉，工作面很长时，也可分段打眼放炮。崩落的煤，装入工作面的搪瓷溜槽滑下，经溜煤小眼运到区段运输平巷。随着出煤，支架在自重和上部煤矸的作用下，逐渐下降而移架，同时工作面随着移架沿走向推进一定的距离。爆破后地沟两帮可能不规整，应有专人整修，把支架调整到正常位置，即支架沿工作面倾斜方向保持一直线，并与顶板有35的迎山角（即支架钢梁与顶板法线的夹角）。为了维护区段运输平巷作为下区段的回风平巷，必须保留煤柱。当工作面向前推进三个溜煤眼的距离（靠近工作面的溜煤眼用作溜煤；中间的用作行人和通风；靠近拆架处的用作运料），就可开始拆架尾。拆架前，要将地沟扩大到两侧的钢丝绳位置。扩大地沟时，要跟着打点柱，靠老塘口4排钢梁下也要加打临时点柱。拆架时，先卸掉螺帽，拿去垫板，然后将钢丝绳折回，即能取下钢梁。为了便于拆架，可用带帽点柱支撑老塘的笆片假顶5、收尾当工作面推进到采区停采线前的两条收作眼时，架头就不再接长，利用收作眼把架的平板架。随工作面缩短拆除多余架头，当工作面缩短到1520米时，逐步减小工作面的斜度，呈扇形下放直到水平位置，拆除支架的方法，与上述相同。（三）故障处理这种采煤法在生产中发生的主要故障有1、支架切入顶底板；（1）、支架扭斜；窜矸；钢丝绳和接头故障。（2）、煤层顶底部的硬度相差过大，以致顶板或底板一侧不易崩落。（3）、煤层倾角局部突变，支架控制不当。处理的办法是打眼放炮下放切入端，在另一端打点柱支撑，经过几次下放调整切入端，逐步使支架回到煤层中的正常位置。2、支架扭斜支架下放过程中，钢梁不垂直顶底板发生扭斜，支架扭斜后，不但缩小架宽，降低回采率，而且影响安全，其产生的主要原因是（1）安装支架时，钢丝绳拉紧程度不一致。（2）夹紧螺栓没有拧紧，使钢丝绳和钢梁产生相对移动，或钢丝绳接头松脱。（3）工作面地沟两帮煤的硬度不一致。（4）支架发生切入顶底板。（5）钢梁由上拐点转入伪倾斜工作面时，底板一侧钢梁下移。根据上述原因，可采取下列措施安装支架时，所有钢丝绳拉力要保持一致，拧紧螺栓和钢丝绳接头的绳卡；靠近硬煤一侧布置地沟炮眼或调整装药量，放炮后，使支架保持平衡；在工作面上拐点处，靠底板一侧加打深炮眼，使支架逐渐转角，形成缓转弯。3、窜矸矸石窜入工作面，影响生产安全和煤质，其产生的主要原因是；（1）炮眼距顶底板太近或装药量不当，把煤帮和顶底板破坏，出现空洞或部分支架悬空。（2）钢梁上的荆笆移动，使钢梁间出现空隙。（3）支架通过小溜煤眼或煤巷时，巷道周围煤岩受压而破碎，出现空洞或部分支架悬空。处理办法是将窜矸的空洞用木料或笆片堵上；支架过老巷时，预先把老巷用碎煤填实。4、钢丝绳和接头故障钢丝绳接头滑脱，使钢梁间距拉大，其产生的主要原因是（1）接头处绳卡不够或绳卡未夹紧。（2）钢丝绳使用时间长，锈蚀严重，有断丝；绳的封头不牢。（3）钢丝绳的强度不够。（4）由于支架局部悬空，使钢丝绳受力太大。（5）支架扭斜，使钢丝绳受力不均处理办法是在支架下放过程中，检查拧紧螺帽；更换断丝锈蚀严重的钢丝绳；采用全长工作面一次放炮；已滑脱的部分，用短钢丝绳接上，并用绳卡接牢，每端绳卡不少于4付。第七章作业指导书第一节爆破一、爆破图表的编制1、爆破器材的选择根据巷道地质条件，选用3煤矿乳化炸药，药卷规格为直径长重32020200，15号毫秒延期电雷管，MFB200型电容式发爆器起爆。2、根据有关定额及类似工程施工经验，确定取G1521KG/M3。3、炮眼数目的估算由公式式中G单位炸药消耗量，1521KG/M3S巷道开挖断面积炮眼利用率，取085M药包长度，02米A装药系数，取04P每个药卷的重量，02KG4、炮眼深度的确定为达到理想的爆破效果及满足进度计划的需要，岩石炮眼深度为18米，炮眼利用率085，则单槽炮循环进尺为15米。煤层炮眼深度为15米，炮眼利用率085，则单槽炮循环进尺为127米5、炮眼排列及装药量PMSGN主要开拓巷道断面炮眼排列及装药量详爆破图表二、钻眼工作1、钻眼工作岩石工作面采用YT29A型气腿式凿岩机打眼，煤层工作面采用风煤钻打眼，严格按照打眼工操作规程，并采用分区、定人、定眼位打眼。钻眼工作的好与坏直接影响爆破效果、循环进尺和工程质量。所以，必须严格按照爆破图表进行，特别要注意掌握好巷道掘进的方向和坡度。准备工作包括工作面安全检查凿岩设备及风水管路的检查和准备；巷道的定向工作等。操作要点（1）开钻时，必须使钎头落在实岩上，如眼位处有浮矸，则应先处理好后再开眼；（2）绝对不允许在残眼内继续钻眼；（3）开钻时，给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再全部开足风门；（4）为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不在横向加压；（5）由于凿岩机震动大，一定要注意把胶皮风管和凿岩机接头接牢，以防脱落伤人；（6）缺水或停水时，应立即停止钻眼；（7）钻底眼时，应注意清除眼口附近的碎石，钻完的底眼要善妥保护好；（8）工作面全部炮眼钻完后，要把工具清理好并撤至规定的安全存放地点，胶皮风、水管也要拖离工作面盘起来保护好。2、爆破工作（1）准备工作放炮母线要妥善地挂在巷道侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线隔开一定距离。装药前要试一下放炮母线是否通电；检查炮眼布置是符合爆破图表，眼孔内岩粉和水是否已用压风吹净；为保证工作面安全，装配引药必须在规定的安全地点进行。（2）装药工作必须严格按爆破图表进行。采用单段空气柱状装药结构。装药时，要用木质或竹质炮棍细心地将药卷装到眼底，不得擦破药卷，不得弄错雷管段号，也不得拉断脚线。对有水的炮眼，必须使用防水药卷或加防水套，以免受潮拒爆。装完药后雷管脚线要挽起，不许与导电物体相接触。（3）联线工作采用大串联联线方式联线。联线时，必须把雷管的接头刮净并扭结牢固，与放炮母线联接前，要检查母线是否有电，如有电，一定要查明原因，彻底排除。联线前，远离工作面的一端的母线应扭结起来，无关人员应撤离工作面，以保安全。（4）放炮工作放炮前，跟班队长、班长必须指定专人在可能进入放炮地点的通路上设置岗哨；放炮时，只准放炮员一个人进行工作，放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得转交别人；放炮员必须在有掩护的安全地点给电放炮；放炮后，放炮员离开掩护地点前，必须先将放炮母线从电源上摘下，并将两股线扭结一在一起。如通电后未爆炸须等15分钟，方可沿线路检查，找出拒爆的原因并按爆破安全规程对瞎炮的规定处理；放炮后要等工作面通风且炮烟吹散后，人员方可进入工作面工作。（5）处理瞎炮A、处理瞎炮（包括残炮），必须在班长的直接指导下进行，应该在当班处理完毕，否则班长和放炮员必须给下一班班长、放炮员交待清楚，继续处理；B、联线不良造成的瞎炮，可重新连结放炮；C、在距离瞎炮至少03M处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮，将原瞎炮炸药、雷管崩落，并找回拒爆炸药、雷管。D、禁止用镐、钎、棍或直接从瞎炮中取出引药中拉出电雷管；严禁将炮眼残底（无论有无残余炸药）继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风冲这些瞎炮残眼。E、瞎炮处理完毕之前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。各贯通点贯通前，两端必须有准确的贯通进度测量图，每班应在图上填明进度，当两掘进头相距贯通地点50米时，由测量人员发贯通距离预报书，当贯通的两工作面相距20米时，只准一个工作面向前掘通，停掘的工作面必须保证正常通风。第二节装岩装岩是井筒施工中比较繁重的工作，一般情况下，装岩时间约占掘进循环时间的60，人工装岩劳动强度大，效率低。因此，提高装岩机械化水平是实现快速掘进的主要措施。一、装岩采用P60型耙斗装岩机装岩，该机生产能力70110M3/H，轨距为600MM，施工时，工作面退回30M范围用于安设耙岩机，耙岩机每次移动距离为15M。采用1T侧卸车箱式矿车装矸，再由25T蓄电池机车牵引至井底车场，经斜井提升至地面，再通过地面排矸至排矸点。二、耙斗装岩机的操作与使用工作面放炮后，在迎头挂好尾轮即可开始耙岩。1、尾轮及其悬挂装置在工作面用于悬挂耙斗尾绳的滑轮称为尾轮。用于悬挂和固定尾轮的装置称为尾轮固定楔。根据工作面的岩石条件的不同，固定楔的构造也有所不同，可分为硬固定楔和软固定楔。硬固定楔的长度为400500MM，软固定楔长为8001000MM，楔子均用45号钢制成。2、操作与使用为了悬挂尾轮，在工作成首先打好用来安装固定楔的眼孔。眼孔的位置高于岩堆8001000MM，并向下略带倾角（510），以防楔子拔出，楔眼深比楔子长50100MM左右。操作时，司机压紧主绳轮滚筒操作手把，使其牵引耙斗耙取岩石并沿槽子经卸料口卸入矿车，然后再压紧付绳滚筒操作手把，使空斗回到工作面。矿车装满后便可推出，换来空车继续装岩。3、耙斗机的移动或下放为了避免放炮损坏装岩机和保证装岩效率，耙斗装岩机距工作面1530M为宜。当装岩距离过大时，应向前移动装岩机。在移动之前，首先清理巷道底板，并铺设轨道。摘除卡轨器之后，平巷用移动之前的绞车通过尾轮自身牵引；斜井由于坡度大，机身重达6T，不能靠斜井提升机下放，只能在耙岩机后的两帮及底板上打地锚，再在巷道地锚上与轨道轴线对称固定2个8T手动葫芦，通过葫芦接力下放至预定位置。4、耙岩机的固定耙岩机定位后，要由四个卡固定，卡轨器是耙岩机固定于轨道上的装置，用以防止装岩时机器移动。在斜井装岩时，为防止装岩机下滑，除安装卡轨器外，还须另设斜撑于轨道上，并在其后设置地锚，将机身通过钢丝绳固定于地锚上。第三节支护开拓巷道永久支护设计有钢架支护、锚喷联合支护。一、锚杆支护1、锚杆支护的技术参数及其要求1）检查锚杆材料、类型、规格、质量及性能是否与设计相符2）钻孔前应根据设计要求定出孔位，作出标记；3）钻孔应圆而直，钻孔方向应尽量与岩层主要结构面垂直；4）孔深度应满足设计要求。5）锚杆钻孔顶锚杆采用MQT130型单体风动锚杆钻机配B28、32钻头钻孔及安装；帮锚杆采用YT29型风动凿岩机配29花钎钻孔，MQB35型手持风动钻机安装。6）锚杆锚固力不小于50KN。7）锚杆预紧力矩顶锚杆不小于100NM，帮锚杆不小于60NM。2、顶锚杆安装1）顶锚杆安装施工工艺敲帮问顶找掉危岩活块用锚杆钻机钻锚杆孔并清孔往钻孔内放入树脂药卷（ZK2840药卷）用钻杆头部顶住树脂药卷并送入孔底在锚杆尾部上托板并拧上螺母升起锚杆钻机并用搅拌器联接钻机和锚杆尾部转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1530S）停止搅拌但保持钻机推力等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1MIN）退下钻机并用安装器联接钻机和锚杆尾部用风扳机拧紧螺母安装顶板其他锚杆。2）锚杆应紧跟掘进及时支护，锚杆采用液压锚杆机完成，先用10M的钻杆,后换22M的钻杆,采用28MM钻头；钻孔时锚杆机升起，孔深控制在19001950MM回风通道17001750MM,并保持钻孔角度,钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。3）放入树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。4）利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌树脂药卷是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。5）利用风扳机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，拧紧力矩应达到100NM，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。6）锚杆间排距为800800MM，允许误差不超过100MM。7）锚杆外露不大于100MM（包括托盘，螺母），锚杆露出托板不大于50MM。3、帮锚杆安装1）帮锚杆安装施工工艺敲帮问顶找掉危岩活块定孔位用凿岩机钻巷帮锚杆孔并清孔往钻孔内放入树脂药卷用锚杆头部顶住药卷并送入孔底用搅拌器联接风动钻机和锚杆尾部转动风动钻机搅拌药卷至规定时间（根据药卷说明书，一般为1530S）停止搅拌放入钻杆等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1MIN）在锚杆尾部套上托板并用风扳机拧紧螺母直到拧不动为止安装其它帮锚杆。2）孔深要求19001950MM。3）锚杆拧紧力矩应达到60NM。二、喷射混凝土支护1、喷射混凝土材料应符合下列要求（1）水泥PO325普通硅酸盐水泥；（2）速凝剂初凝不超过5MIN，终凝不超过10MIN；（3）砂中砂或粗砂，使用前过筛；（4）石料碎石或卵石，粒径不宜大于15MM,级配良好；（5）水符合国家相应标准；（6）应按设计配合比准确计量。2、配合比应满足设计强度和喷射要求灰骨比14145骨料含砂率4560水灰比0405初喷时配合比水泥砂石子121523、喷射时混凝土作业应符合（1）在喷射前，应用高压水管将岩壁面的粉尘冲洗干净；（2）喷射时发现松动石块或遮挡喷射混凝土的物体时，应及时清除；（3）应分片、分段由下向上顺序进行，每段长度不超过6M；（4）一次喷射厚度不得小于4060MM；（5）回弹率应控制，拱部不超过30，边墙不超过20；（6）喷射混凝土应紧跟开挖面，下次爆破距喷射混凝土作业完成时间的间隔，不得小于4H；4、有水段喷射混凝土时应采取以下措施（1）当涌水点不多时，用开缝锚杆进行导水处理后再喷射；（2）当涌水范围大时，设树枝状导水管后再喷射；当涌水严重时可设置泄水孔，边排水边喷射；（3）改变配合比，增加水泥用量。先喷干混合料，待其与涌水融合后，再逐渐加水喷射，喷射时由远而近，逐渐向涌水点逼近，然后在涌水点安设导管，将水引出，再在导管附近喷射；5、操作应遵守下列规定（1）对喷射机应随时保养维修，使之经常处于不漏气、不堵塞的良好工作状况；（2）工作气压控制在01015MPA。水压应大于气压高00501MPA；（3）喷头与受喷面应垂直，距离应与工作面气压相适应，以0612M为宜；（4）严格控制水灰比，喷到岩面上的混凝土应湿润光泽，粘塑性好，无干斑或划移流淌现象；（5）突然断水或断料时，喷头应迅速移离喷射面，严禁用高压气体、水冲击尚未终凝的混凝土。三、工字钢架支护巷道顶、帮支护选用11矿用工字钢梯形支护，用木板，竹笆背帮、接顶，背帮必须严实，背板规格50MM，遇空顶时必须用圆木接顶，棚距为600MM。2支护材料规格腿脚采用11工字钢25M；顶梁采用11工字钢18M（净）；3巷道支护断面图巷道上净宽24M，下净宽31M，净高23M，扎角82。巷道毛断面图巷道下毛宽342M，上毛宽27M，毛高253M，梯形支架。毛断面774M2，净断面632M2。二、支护工艺及要求（一）临时支护1临时支护形式临时支护采用两根11工字钢，配6付卡梁器做前探梁支护，前探梁上端采用50MM木板铺平，木板上面用坑木进行接顶，接顶必须严实，临时支护必须牢固。前探支护必须及时移到迎头使用，严禁空顶作业。前探梁临时支护11工字钢卡梁器50M木板2临时支护工艺、工序及要求（1）掘进（爆破）一个循环进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于25M长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸（煤），并随时进行高帮问顶工作。确保无安全隐患后，人员站在永久支护下前移前探梁支护。铺设木板时必须从外向内顺序进行，所有人员必须在有完整支护的地段工作，临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。顶板维护好后，撤出正头所有人员，由外向里架设永久支护。（2