I010907主运掘进工作面作业规程新

1、目目 录录 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 概概 述述 一、巷道名称：主运顺槽。 二、巷道性质：回采巷道，全部为煤巷。 三、巷道用途：运输、进风。 四、设计长度：主运顺槽长度为 2381.414m。 五、服务年限：1 年半。 六、计划开工时间：2012 年 8 月 1 日；计划竣工时间：2013 年 4 月 30 日。 第二节第二节 编写依据编写依据 一、地测部门提供的地质说明书。 二、生产办原设计说明书及图纸。 三、依据煤矿作业规程编制指南 （煤炭工业出版社）及其他技术规 范。 四、依据煤矿安全规程 、 操作规程 、 煤炭法 、 矿山安全法 、 安全生产法安全生产的法律、法规、规章、

2、规程、标准和技术规范等。 第二章第二章 工作面掘进地质说明书工作面掘进地质说明书 一、工作面的范围与邻区及地面的关系 工作面位于主、辅运上山南翼的第 5 勘探线第 8 勘探线范围之间，工 作面开切眼至设计停采线走向长 2230m，倾向宽 220m，面积。 根据现有资料，工作面西南部有沙坪煤矿，其井田边界距离本掘进工作 面最近为 50m，工作面东南部为井田边界，工作面北部为 9 号煤层主、辅运 上山，西部相隔 30m 为 905 工作面（现回采） ，东部为未开采煤体。 工作面对应地表为山西西北部黄土高原中低山区地形，地表冲刷沟 较多，地面最低点在工作面的西北部，标高为 985.8m，下部煤层底板

3、标高 为 911.2m，煤层埋藏深度为 74.6m；地表最高处在工作面的中部，地表标高 为 1116.8m，下部煤层底板标高为 930m，煤层埋藏深度 186.8m。 二、工作面范围内煤（岩）层产状和地质构造的主要特征 工作面掘进区域煤（岩）层大体向北西方向倾斜，煤层倾角在 1 4之间，据勘探报告，工作面内无断裂构造，工作面内煤岩层节理、裂隙 发育。 据现有资料，工作面内煤层无河流冲刷变薄现象。 工作面内无岩浆岩侵入。 三、工作面煤层情况 工作面内煤层赋存较不稳定，煤层厚度变化于 2.804.60m 之间，纯煤 厚度变化于 1.803.60m 之间，在第 6第 7 勘探线间，煤层厚度变化较大，

4、 煤层厚度变化于 2.804.60m 之间，含有 14 层夹矸，SZK6-1 钻孔揭露煤 层的中上部夹矸厚度达 0.65m，煤层厚度较稳定,工作面总体煤层厚度为西 南厚,东北薄。 工作面内煤层平均厚度为 4.16m，纯煤平均厚度为 4.10m，煤层平均结 构为：0.67（0.55）1.03（0.31）0.80（0.20）0.60。 四、工作面顶底板情况 1、顶板情况 工作面顶板多为粗细砂岩，有少量粉砂岩及泥岩。 在第 5 勘探线 SZK5-3 钻孔揭露煤层顶板为 14.42m 厚的粗砂岩，浅灰白 色，成分以石英为主，泥质胶结，分选差，粒度由上至下渐变大，节理发育， （极限抗压强度：干燥 60.

5、078.0/70.03MPa） ；往上为 3.50m 厚的泥岩。 在第 6 勘探线 SZK6-1 钻孔揭露煤层直接顶板为 2.60m 厚的粉砂岩，灰 色、厚层状，往上老顶为 11.80m 厚的含砾粗砂岩，灰白色，巨厚层状，成 分以石英、长石为主，分选差，硅质胶结，坚硬；SZK6-4 钻孔揭露煤层伪 顶为 0.80m 厚的粉砂岩，往上为 0.85m 厚的细砂岩，老顶为 4.65m 厚的粗砂 岩及 4.41m 厚的泥岩，其中粗砂岩为灰白色，巨厚层状，成分以石英为主、 长石次之，泥质胶结。 在第 7 勘探线 SZK7-4 钻孔揭露煤层直接顶板为 2.17m 厚的泥岩，灰黑 色，薄层状，含黄铁矿团块，

6、具滑面、有滑感，软；老顶为 4.81m 厚的含砾 粗砂岩、5.40m 厚的中砂岩和 11.02m 厚的含砾粗砂岩，其中 4.81m 厚的含 砾粗砂岩为灰白色，厚层状，成分以长石、石英为主，泥质胶结，硬； 5.40m 厚的中砂岩为灰白色，中厚层状，具有水平层理，硅质胶结，坚硬； 11.02m 厚的含砾粗砂岩为灰白色，巨厚层状，成分以长石、石英为主，泥 质胶结，裂隙发育，硬。 在第 8 勘探线 SZK8-5 钻孔揭露煤层伪顶为 0.54m 厚的泥岩及 0.16m 厚 的薄煤层，往上直接顶为 0.66m 厚的粉砂岩，老顶为 8.53m 厚的粗砂岩及 8.26m 厚的含砾粗砂岩，灰白色，巨厚层状，成分

7、以石英、长石为主，泥、 钙质胶结，硬坚硬。 2、底板情况 工作面底板多为泥岩。 在第 5 勘探线 SZK5-3 钻孔揭露煤层底板为 8.86m 厚的泥岩，灰黑色， 团块状，夹粉砂岩条带， （极限抗压强度：饱和 30.148.2/39.1MPa、干燥 73.683.9/80.5MPa、软化系数 0.49） 。 在第 6 勘探线 SZK6-1 钻孔揭露煤层底板为 2.80m 厚的砂质泥岩，深灰 色，厚层状， （极限抗压强度：饱和 48.583.1/63.6MPa、干燥 84.1 117.0/100.6MPa、软化系数 0.63） ；往下为 1.30m 厚的粉砂岩及 6.65m 厚的 粗砂岩，灰白灰

8、色，中厚层状，成分以石英为主、长石次之，垂直裂隙发 育，泥质胶结、半坚硬；SZK6-4 钻孔揭露煤层底板为 3.90m 厚的泥岩，灰 色，中厚层状，夹砂岩条带，具斜裂隙；往下为 3.15m 厚的细砂岩，灰白色， 薄层状，夹薄层粉砂岩，波状层理发育。 在第 7 勘探线 SZK7-4 钻孔揭露煤层伪底为 0.45m 厚的泥岩，灰黑色， 中厚层状，软；往下为 5.20m 厚的细砂岩，灰白色，薄层状、波状层理发育。 （极限抗压强度：饱和 71.896.7/85.0MPa、干燥 107.3107.8MPa、软化 系数 0.64） 在第 8 勘探线 SZK8-5 钻孔揭露煤层底板为 3.06m 厚的砂质泥

9、岩，灰黑 色，厚层状，层面含黄铁矿薄膜，偶夹一层 0.05m 的粗砂岩，较硬。 五、工作面水文地质情况 本井田范围内含水层主要为第三系、第四系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、 石炭系、二叠系碎屑岩含水层、奥陶系灰岩岩溶含水层，其中第三系、第四 系砂砾孔隙、黄土孔隙含水层、石炭系、二叠系碎屑岩含水层属弱富水含水 层。 地表无大的水体，上覆无小窑、老窑采空积水区。 据已有巷道揭露，9#煤层及其顶板碎屑岩中含水，出水形式为滴、淋水， 另在施工顶板锚杆和锚索眼因沟通顶板砂岩层，从其锚杆（眼）出水，初期 揭露最大涌水量为 540m3/h，另工作面中部对应地表有冲刷沟，沟底岩层 可能含水丰富，预计工作面掘进期间

10、涌水量在 1550m3/h 之间。 六、开采技术条件 根据上榆泉井田补充勘探地质报告 ，9#煤层瓦斯、煤尘及煤层自燃 发火情况如下： 1、瓦斯情况： 9#煤层为低瓦斯煤层，SZK7-3 钻孔瓦斯含量（ml/g）： CO2：0.180，N2：4.308。 9#煤层虽然为低瓦斯，但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性。 2、煤尘情况 9#煤层煤尘火焰长度 50500mm，加岩粉量平均为 45%，煤尘具有爆炸 性。 3、煤层自然发火情况 9#煤层原样燃点为 316322/319，氧化样燃点为 297302/300， 还原样燃点为 346360/353，还原样与氧化样燃点之差为 53，为自燃 煤层，自燃发

11、火期一般为 34 个月。 4、煤层地温情况 9#煤层地温无异常，一般为 16。 七、储量七、储量 工作面 走向长 (m） 工作 面倾 向宽 （m） 工作面 面积 （m2） 煤层 厚度 （m ） 容重 （m3/t ） 工业 储量 （万吨） 工作面设 计回采率 （%） 可采 储量 （万吨） 备注 22302204.161.50306.195290.8 八、存在问题及建议 1、因工作面煤层伪底为一层平均厚 0.070.50m 厚的较软泥岩，建议 在掘进时制定相应技术措施，掘进过程中加强底板管理。 2、工作面煤层节理、裂隙较发育，建议在掘进过程中做好帮、顶支护 工作，遇有煤岩层破碎及构造赋存地段要加强

12、支护。 3、工作面煤层顶板碎屑岩层含水，个别地段顶板淋水增大或从顶板锚 索眼出水量增大现象，建议在掘进过程中，遇有积水地段要打临时水仓，同 时完善工作面排水设施，保证排水畅通。 4、9#煤层虽然为低瓦斯煤层，但在局部地段不排除瓦斯积聚的可能性， 故在掘进过程中应加强瓦斯监测及通风管理工作，同时做好煤尘防治工作。 附：9#煤层综合柱状图 （图 1） 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 一、一、主运顺槽布置：主运顺槽布置： 1、该工作面主运顺槽从原 905 工作面主运联巷内拉门，拉门点坐标为： X=.364，Y=.4888，H=912.29m,沿煤层

13、底板掘进，以 2014139的方位 施工 16.661m 后，开始拐点施工，拐点坐标为 X=.805，Y=.9121；以 171 4139的方位角以 53405的坡度下山施工，施工长度为 20m，第二 拐点坐标为 X=.014，Y=.8011。待施工到第二拐点坐标后，即开始施工 907 皮带机头段。 2、I 主运顺槽机头段以 214139方位角施工，先沿煤层底板施工 86.331m 与 9#集中主运上山贯通，贯通点坐标为：X=.64，Y=.07；机头段贯 通后，再从第二拐点开始施工 I 主运顺槽，I 主运顺槽施工方位角为 201 4139，沿煤层底板施工，施工长度为 2295.083m 到位，

14、切眼中心坐标为 X=.816，Y=.3326，该巷道主要用途为运煤、回风。 3、切眼施工前，另行编制工作面切眼掘进作业规程 。 附：I 巷道布置平面图 （图 2） I 主运机头平面放大图 （图 3） I 主运机头平面支护图 （图 4） AA 剖面图 （图 5） 1-1 断面图 （图 6） 二、巷道断面及支护 1、I 主运机头段：自拉门点向前 10.018m、向后 2m 范围内施工断面为 宽 6.5m，高 3.2m；顶支护采用螺纹钢锚杆、钢筋网、锚索棚、锚索、喷砼 联合支护；顶锚杆间排距为 800800mm，锚索、锚索棚间排距为 2400mm2400mm，两帮采用螺纹钢锚杆支护，钢筋网、喷砼联合

15、支护；帮锚 杆间排距为 10001000mm，以后巷道规格为宽 6.5m，高 4m，施工长度为 48.535m，以前进方向左帮宽 4m，右帮宽 2.5m 的规格施工；再向前 12m 范 围内以巷高 4m，巷宽 7.4m 施工， （即左帮宽 4.9m，右帮宽 2.5m） 。之后直 到贯通点止 18m 范围内左帮宽 6.9m 施工；右帮从贯通点向切眼方向加宽 4.1m，长度 11m；巷高全部为 4m。 2、主运顺槽宽度为 5m，高度为 3.0m；顶板采用螺纹钢锚杆、双抗塑料 网支护，巷帮采用玻璃钢锚杆支护，顶锚杆间排距为 9001000mm，帮锚杆 间排距为 10001000mm，两帮最上一根锚杆

16、采用玻璃钢锚杆加木垫板支护， 木垫板规格为 30020035mm，选用优质松木制作，铁托盘规格为 15015010mm。锚索、锚索梁间排距为 24002400mm。 三、硐室设计三、硐室设计 1、机头硐室 I 主运机头硐室共有四个断面，详见断面图，其中 2-2 断面规格巷宽 13.5m，巷高 4.0m，长度 13.14 m；支护方式为锚网索喷联合支护，锚杆间 排距为 800mm800mm，锚杆规格为螺纹钢锚杆，181800mm；锚索规格： 15.248000mm，锚索间排距为 2000mm2000mm，配合锚索钢梁支护。3- 3 断面规格：巷宽 9.4m，巷高 4mm，长度 4.219m，采用

17、锚网索喷联合支护， 锚杆规格为螺纹钢锚杆，181800mm，锚杆间排距为 800mm800mm；锚 索规格：15.248000mm，配合锚索钢梁支护。4-4 断面规格：巷宽 7.400mm，巷高 4m，长度 12m，采用锚、网、索、喷联合支护，锚杆规格为 181800mm 螺纹钢锚杆，锚杆间排距为 800mm800mm，两排锚索配合钢 梁支护，锚索规格为 15.246000mm，间排距为 2400mm2400mm；5-5 断 面规格：巷宽 6.5m，巷高 4m，长度 60.6m，采用锚网索喷联合支护，锚杆 规格为 181800mm 螺纹钢锚杆，锚杆间排距为 800mm800mm；锚索规格 为

18、15.246000mm，间排距为 2400mm2400mm；交叉点处加打锚索钢梁加 强支护。 2、二部机头硐室 该顺槽施工至 1200m 时，在非开采帮施工一个长度 20m，宽度 2.0m，与 主运顺槽同高度（3.0m）的二部机头硐室。硐室处顶板采用螺纹钢锚杆配合 双抗网支护，锚杆间排距 800mm800mm，帮采用玻璃钢锚杆支护，间排距 1000mm1000mm，硐室口处加打锚索或锚索梁加强支护，锚索间排距 2400mm2400mm，并安设顶板离层观测仪进行顶板观测。 附：22 断面图 （图 7） 33 断面图 （图 8） 44 断面图 （图 9） 55 断面图 （图 10） 66 断面图

19、（图 11） 77 断面图 （图 12） I 主运顺槽二部机头硐室平面图 （图 13） I 主运顺槽二部机头硐室支护图 （图 14） 88 断面图 （图 15） 3、调车硐室 在 I 主运输顺槽上帮每隔 500m 施工一调车硐室,规格：（内口长+外口 长）宽高=（6m+12m)5m3m；顶板采用螺纹钢锚杆配合双抗网联合支 护，间排距为 800800mm，帮采用玻璃钢锚杆支护，间排距为 10001000mm。在硐室拉门口加打锚索或锚索梁加强支护，间排距为 24002400mm，在每个硐室拉门口处必须安装顶板离层观测仪，以观测顶板 活动情况。 附：I 主运顺槽调车硐室平面图 （图 16） I 主运

20、顺槽调车硐室平面支护图 （图 17） 99 断面图 （图 18） 4、水仓 该顺槽根据实际揭露涌水量，在其低洼点附近施工水仓或环形水仓，水 仓容量根据实际最大涌水量而确定，一般规格尺寸规定为：宽高深 =2m2m1m。掘进时工作面应备两台 15Kw 的水泵应急。 附：环形水仓平、断、剖面图及水泵窝子平、断面图 （图 19） 5、移动救生舱硐室 在该顺槽距拉门口 1260m 处行人侧施工一个规格为深 2m，长度 17m，高 度 3.2m 的移动救生舱硐室，采用锚网索联合支护，顶板锚杆采用 18 1800螺纹钢锚杆，锚杆间排距 800mm800mm，硐室入口采用 15.24 6000mm 锚索或锚索

21、棚支护，锚索间排距 2400mm2400mm；巷帮采用 161600玻璃钢锚杆支护，锚杆间排距为 10001000mm，底板硬化。 附：I 主运顺槽移动救生舱平面图 （图 20） I 主运顺槽移动救生舱平面支护图 （图 21） 1010 断面图 （图 22） 四、主运顺槽断面设计说明： 主运顺槽断面均为矩形断面。 主运机头段： （1）自主运机头与 9#层集中上山贯通处起，里程 0-12.39m 段，执 行 2-2 断面： B 巷宽=13.5m H 巷高=4.0m （2）里程 12.39-16.61m 段，执行 3-3 断面： B 巷宽=9.4m H 巷高=4.0m （3）里程 16.61-26

22、.8m 段，执行 4-4 断面： B 巷宽=7.4m H 巷高=4.0m （4）里程段，28.6-77.135 段执行 5-5 断面： B 巷宽=6.5m H 巷高=4.0m （5）里程，77.135-89.224m 段，断面尺寸为： B 巷宽=6.5m H 巷高=3.2m （6）905 工作面主运联络巷停掘头至拐点 1 距离 16.661m，拐点 1-拐 点 2 距离 20m，两段联络巷均执行 1-1 断面： B 荒宽=5.2m H 荒高=3.3m B 净宽=5.0m H 净高=3.0m （7）该顺槽由拐点 2 至停采线段长度 53.351m，执行 66 断面， B 荒宽=5.2m H 荒高

23、=3.1m B 净宽=5.0m H 净高=3.0m （8）自停采线位置开始至顺槽停掘位置，执行 7-7 断面： B 巷宽=5.0m H 巷高=3.0m 第二节第二节 支护设计支护设计 一、支护方式 1、I 主运顺槽机头段至停采线采用锚、网、索、梁、喷联合支护。 （1）锚杆： 顶锚选用 181800mm 螺纹钢锚杆，间排距为 9001000mm，每孔装 入一支 CK2360 树脂锚固剂；两帮锚杆选用 181600mm 螺纹钢锚杆，每孔 装入一支 CK2335 树脂锚固剂，间排距为 10001000mm；锚杆托盘规格为 15015010mm。 （2）金属网 采用 6.5mm 的圆钢焊接而成，顶网（

24、长宽）规格为 50001200mm，帮网规格为 30001200mm；网格均为 120120 mm，金属网 搭接长度 50-100 mm，搭接边使用 14#铁丝每隔 300mm 连接一处。 （3）锚索： 2-2 断面和 3-3 断面所采用的锚索规格为 15.248000；锚索间排 距为 20002000mm，每孔装入 4 支 CK2360 树脂锚固剂进行锚固。配合锚索 梁支护。 （4）锚索梁：在施工过程中遇断层、顶板破碎、淋水、地质构造等时 采用锚索梁或金属棚子加强支护。锚索梁选用 20#槽钢制作，长度 3000mm， 每组锚索梁使用两根锚索进行固定，棚间距 2400mm。 （5）喷砼:厚度

25、100mm，强度等级为 C20。 2、自停采线开始至切眼范围内，巷道宽 5m，高 3m。顶板采用锚杆、双 抗塑料网、锚索、锚索梁联合支护。顶锚杆、锚索、锚索梁规格等支护形式 不变。非开采帮（前进方向右帮）使用规格为 181600mm 螺纹钢锚杆， 开采帮（前进方向左帮）使用 161600mm 玻璃钢锚杆，两帮锚杆间排距 均为 10001000mm。 为了方便悬挂隔爆水棚，巷道内顶板每隔 200m 挂金 属网支护，挂金属网长度 26m，其它支护不变。 二、巷道支护校验及设计 （一）锚杆支护参数校核： 1、按悬吊理论校核锚杆支护参数 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，

26、 应满足： LL1+L2+L3 L-锚杆总长度，m； L1-锚杆外露长度（托盘+螺母+0.02）取 0.05 m； L2-有效长度（顶板锚杆取免压拱高 b，帮锚杆取煤帮破碎深度 c） m； L3-锚入岩层内深度（顶锚杆取 0.8 m，帮锚杆取 0.2 m） 普氏免压拱高 b=B2+Htan(45-帮2顶 式中 B、H-巷道掘进跨度和高度，B=5m；H=3.2m f 顶-顶板岩石普氏系数，f 顶取 5， 帮-两帮围岩内摩擦角，帮取 45 则 b=50002+3200tan(45-452)5 =2500+3200tan(22.55=765mm; C=3200tan(45-452)=1325mm 依

27、据上述公式计算得出： 顶锚杆：L顶1615mm；帮锚杆 L帮1575mm。故顶锚杆长度取 1800mm, 帮锚杆长度取 1600mm 符合支护要求。 2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距： 每根锚杆悬吊重量 GL2a2,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。则 kGQ a（QkL2）1/2 Q70KN,计算得 a1.326m,取 a=1m。因此，间排距参数能满足计算结 果。 （二）锚索支护设计与校核： 按悬吊理论校核锚索支护参数 1、锚索锚固长度： s c df LaK f 1 4 式中：锚索深入到稳定岩层的锚固长度 mmLa 安全系数，取 2K

28、锚索直径，取 15.24mm1d 钢绞索抗拉强度，取 1860N/mm2sf 锚索与锚固剂的设计粘度，树脂药卷取=10N/ mm2cfcf 则 . .La 15 24 1860 21417 32 4 10 2、锚索长度dcbaLLLLL 式中： 锚索长度，mL 锚索深入到稳定岩层的锚固长度 m，取 1.41732aL 需要悬吊的不稳定岩层厚度，拉门点处为 2.65m 粉砂岩。bL 上托盘及锚具的厚度，取 0.1mcL 需要外露的张拉长度，取 0.2mdL 则：，按 1.4 的安全系数，取 8m.L 11 417324 010 10 35 72732 ，按 1.4 的安全系数，取 6m367 .

29、 4 2 . 01 . 065 . 2 41732 . 1 2L 3、锚索间排距的确定： 1)I 主运顺槽硐室锚索间排距确定 L=nF2/BH-（2F1sin）/L1 式中：L-锚索排距，2.4m； B-巷道最大冒落宽度，4.0m； H-巷道最大冒落高度，按最严重冒落高度取 4.1m； -岩体容重，26KN/m3； L1-锚杆排距，0.8m； F1-锚杆锚固力，100KN； F2-锚索极限承载力，260.7KN； -角锚杆与巷道顶板的夹角，75； n-锚索排数，取 2.0； L=2260.74.04.126-（2100Sin75）0.8 =2.8m2.4m 2）I 主运顺槽机头硐室锚索间排距确

30、定 L=nF2/BH-（2F1sin）/L1 式中：L-锚索排距，2.4m； B-巷道最大冒落宽度，6.75m； H-巷道最大冒落高度，按最严重冒落高度取 4m； -岩体容重，26KN/m3； L1-锚杆排距，0.8m； F1-锚杆锚固力，100KN； F2-锚索极限承载力，260.7KN； -角锚杆与巷道顶板的夹角，75； n-锚索排数，取 5.0； L=5260.76.75426-（2100Sin75）0.8 =2.8m2.4m 根据以上计算确定： 1、I 主运顺槽顶锚杆间、排距为 9001000，两帮锚杆间、排距为 10001000。 2、顶锚选用 181800mm 螺纹钢锚杆、树脂药卷

31、 CK2360，端头锚固； 巷道前进方向右帮锚杆选用 181600mm 螺纹钢锚杆，左帮锚杆选用 161600mm 玻璃钢锚杆，树脂药卷 CK2335，端头锚固；锚索规格为 15.248000mm，装 4 支 CK2360 树脂药卷进行锚固，间排距为 2400mm。 三、掘进速度及施工工期 1、煤巷为机掘，掘进速度为 350m/月。 2、机掘工程量：I 主运顺槽施工距离为 2381.414m，工期为 9 个月。 四、临时支护设计： 为了防止工作面出现掉顶事故，采用临时支护。临时支护方法有两种： 1、采用对帮、顶板先进行打临时锚杆支护（可不按设计间排距进行施 工，但锚杆的预应力必须合格） 。 2

32、、掘进时必须使用临时支护并及时前移，严禁人员进入无支护区内作 业，临时支护采用两个吊环拧在顶板锚杆螺丝上，并用两根 2.5 吋钢管穿在 两吊环内，用背板在两根钢管上接顶背实。 附：I 主运顺槽临时支护示意图 （图 23） 第三节第三节 支护工艺支护工艺 一、锚杆安装工艺 1、打锚杆孔 首先要认真执行“敲帮问顶”制度，彻底处理活岩危煤，确认安全后方 可进行工作，打眼时必须站在有支护的地点进行作业。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；锚杆 眼的位置要准确，眼位允许偏差不得超过100mm，眼孔角度允许偏差不得 大于 15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，

33、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 眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。 2、安装锚杆 打眼准备 打锚杆眼清除眼内煤（岩）粉安装树脂锚固剂 安装锚杆锚杆打压。 二、锚索安装工艺 1、准备工作：打眼上药卷安装锚索上垫片（槽钢） 用千斤顶预紧锚索切掉锚索外露超长部分。 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，锚索要插入搅拌器底部，搅拌药卷过程 中要设专人护住锚索，以防甩脱锚索发生伤人事故。 4、锚索锚固后，及时上好托板（槽钢） 。 5、涨拉时，千斤顶应与锚索保持同一轴线。 6、风动或液压泵操作人

34、员应缓慢升压，严禁高压换向。 7、如巷道较高需架设平台时，平台必须架设牢靠，不允许站在输送机 和掘进机上作业。 三、喷射混凝土 1、准备工作 1） 、检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理； 2） 、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； 3） 、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； 4） 、喷射前必须用高压风水冲洗岩面； 5） 、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。 2、材料规格 喷射混凝土使用必须用标号不低于425#水泥，砂为纯净的河砂，含土量 不能超

35、过 3%，石子粒直径小于 20mm，将粒径大于 15mm 的石子控制在 20%以 下，石子过筛，并用水冲洗干净，混凝土强度为C20，砼重量比为水泥：砂 子：石子=386:572:1272，体积比为水泥：砂：石子=1：2：2；速凝剂型号 为 J85 型，掺入量一般为水泥重量的23.5%，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。 3、喷射顺序为：先帮后顶，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 0.81.0m 为宜。 人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙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 0.4MP

36、a，水压应比风压高 0.1MPa 左 右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5 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，一次喷射 混凝土厚度 5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2 个小 时，否则应用高压水重新冲洗受喷面 。 4、喷射工作 1）喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹 料，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，一次喷射完毕，应立即收集回弹 物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结

37、束后，必须卸开喷头，清理 水环和喷浆机内、外部所有灰浆或材料。 2）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。 第四节第四节 矿压观测矿压观测 1、观测站的设置方法 I 主运顺槽每隔 100m 安设一台离层指示仪，如果顶板破碎压力较大时， 每隔 50m 安设一台离层指示仪。 2、观测方法与要求 （一）观测方法 顶板离层：采用顶板离层指示仪观测。 锚固力：采用锚杆拉力计检测。 预紧力：采用力矩扳手检测。 （二）观测要求： 1）观测时必须确保读数准确。

38、2）在各观测站必须设置观测牌板。 3）观测站每 7 天观测一次，顶板下沉量较明显时每天观测一次，并把 观测结果及时上报到有关单位和矿及领导。 （三）观测内容： 1）锚杆的预紧力和锚固力：定期做锚杆的锚固力和预紧力检查。 2）锚固力：每 300 根锚杆检查 1 组。 3）预紧力：锚杆逐根检查，合格率不低于 90%。 第四章第四章 施工工艺施工工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 1、该顺槽煤巷使用 EBZ160 掘进机掘进。 2、首先完善通风系统及风水管路和运输系统。 3、按照地测给定的方位施工，主运顺槽先按 4m 宽度截割，然后截割 剩余断面宽度并及时挂网。 4、巷道采用激光定向，激光定向仪每

39、隔 100m 前移一次，如果巷道坡度 变化较大及其他原因影响光线时要随时前移。 5、该顺槽沿煤层底板施工。 附：掘进机截割流程示意图 （图 24） 第二节第二节 落煤方式落煤方式 一、掘进机具：一、掘进机具： 该顺槽使用 EBZ160 掘进机掘进。 二、降尘方法二、降尘方法 降尘方法采用湿式打眼、割煤喷雾、冲刷巷帮、净化水幕、除尘风机捕 尘等。 第三节第三节 装、运煤方式装、运煤方式 一、运输系统：一、运输系统： I 工作面 主运顺槽 9#集中主运上山 主运上山 主平硐 地面 二、运料系统二、运料系统: : 工业广场 副平硐 辅运上山 9#集中辅运上山 I 主运顺槽 用料地点 第四节第四节 设

40、备及工具配备设备及工具配备 一一、设设备备及及工工具具配配备备情情况况表表 设备工具名称设备工具名称规格型号规格型号功率功率单单 位位数量数量备备 注注 局部通风机 FBDNO6.0/3*22322KW 台 2 掘进机 EBZ160261kw 台 1 排水泵 DW157.5KW 台 6 排水泵 DW2515KW 台 2 喷浆机 JPS71-L7.5kw 台 2 风 镐 G-10 部 2 备用 1 部 压风机 MLGF-16/7-90G90kw 台 2 皮带机 DSJ8090kw2 台 2 坑道钻机 ZLJ-6507.5kw 台 1 液压油泵 MYBZ11B11kw 台 2 除尘风机 KCS-2

41、25ZZ18.5KW 台 1 二、施工设备与供电二、施工设备与供电 （一）机组技术特性 总体长度 9.2m 总体宽度 2.9m 总体高度 1.8m 卧底深度 300mm 爬坡能力 18 整机参数 总重 45T 高度2.44.8m 宽度3.15.5m截割范围 面积 26m2 截割头形状圆锥台式 截割头深缩量 550mm 截割部 喷雾内、外喷雾方式 装载形式三齿星轮式 装载宽度 2.9m 爬爪转数 30rpm 装载能力 3.5m3/min 铲板部 原动机马达 10.7kw 2 台 形式边双链刮板式 溜槽断面尺寸0.54m（宽）0.35m（高）第一运输机 运输能力 4.1m3/min 行走部形式履带

42、式 履带宽度 600mm 对地压强 0.14mpa 行走速度 07m/min （二）施工设备与供电情况表 序 号 设备名称型 号 数 量 功率 （KW） 配套方式备注 1 综掘机 EBZ1601261 截割头最大功率 2 二运机QZP200 1 电动滚筒 YDB5080- 15/1140/2.0 3 胶带输送机 DSJ802290 二部 4 对旋风机 FBDNo6.0/3*222322 5 矿用隔爆型移动变电站KBSGZY315/10/1.14 1 矿用隔爆真空馈电开关 KBZ-400/1140/660 机组供电 6 矿用隔爆型移动变电站KBSGZY315/10/0.66 1 皮带机及 660

43、V 电源 7 矿用隔爆型移动变电站KBSGZY500/10/0.66 1 皮带机及 660V 电源 8 矿用真空磁力启动器QJZ30/660(380） 12 排水、油泵、压风机等 9 矿用隔爆型煤电钻综合保护装置 ZBZ4.0Z2 660V、1140V 各一台 10 矿用隔爆型智能真空馈电开关 KBZ400/11403 皮带机头、工作面高低 压 11 液压泵站 MYBZ11B2 12 液压锚杆钻机 MYT-1402 13 空气压缩机 MGF-16/7-90G190 14 矿用隔爆型照明信号变压器综合保护装置 ZBZ4.0M1 660V、1140V 各一台 15 矿用隔爆兼本质安全型真空电磁启动

44、器 QJZ200/11403 16 水泵 DW1567.5 17 坑道钻机 ZLJ-65017.5 （三）装载设备运输方式表 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 1 机组一运 EBZ1601 掘进机刮板机 10m 2 二运机 QZP2001 机组后 销轴连 接 胶带运 输 18m 3 一部皮带机 DSJ801 907 主运 底锚固 定 胶带运 输 1200m 4 二部皮带机 DSJ801 907 主运 底锚固 定 胶带运 输 1200m 四、管线敷设方式表 序号名称规格型号单位数量吊挂方式 与工作面间 距 1 阻 燃 风筒 1000mm2380 8铁线 8m 2

45、供、排水管路 108 吋 4760 管路架 20m 3 电缆 MYP370+135m1300 电缆钩 10m 4 电缆 MYP350+125m1300 电缆钩 20m 5 电缆 MYP36+14m300 电缆钩 10m 6 电缆 MYP 31.5+11.0 m2600 电缆钩 20m 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 通风系统通风系统 一概述 1、瓦斯情况： 2012 年矿井开采煤层为 9#和 10#层，各煤层均属于低瓦斯煤层， 2011 年 8 月，山西省煤矿设备安全技术检测中心对上榆泉煤矿矿井 瓦斯及二氧化碳涌出量进行鉴定，鉴定结果为绝对涌出量为：3.38 m3/min，相对涌

46、出量为：0.54 m3/t。经河曲县煤炭工业局、忻州市 煤炭工业局、山西省煤炭工业局批准，确定为低瓦斯矿井。 目前各煤层虽然定为低瓦斯，但局部地段不排除瓦斯积聚的可 能性，故在开采中对瓦斯可能聚积区仍应采取一定的防治措施。 2、煤尘情况 根据 2011 年山西省煤炭工业局综合测试中心对矿井煤尘爆炸定 性分析，结果为煤尘具有爆炸性，煤尘云最大爆炸指数 9#层为 4.881MPam/s，随着矿井生产进行，煤体揭露增多和机械化设备的投 入使用，运输转载点的增多，促使井下空气中的煤尘增高，采掘工 作面及运输转载点附近会产生煤尘沉积现象，为此必须加强对矿井 粉尘的防治工作。 3、煤层自然发火情况 9#煤

47、层均为自燃煤层，自燃等级为 2 级,自然发火期 3-4 个月， 由于各煤层的自然发火期较短、煤层自然含水较少及各煤层赋存较 浅等原因，随着矿井开采，煤巷掉顶、片帮 及回采工作面冒落采空 区产生漏风，容易使煤层产生自燃。在生产过程中应加强对矿井自 然发火的防治工作，达到防患与未然的目的。 二、通风方式 上榆泉煤矿矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式， 即由主、副平硐入风，由回风斜井回风。采用机械通风，主要扇风 机为轴流式，扇风机型号为 BDK54-8-NO26，扇风机额定风量为 93m3/s-207m3/s，矿井反风采用扇风机反转的方法。 三、掘进工作面通风 每个掘进工作面实际需要风量，应

48、按瓦斯（或二氧化碳）涌出 量、工作面温度、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定 分别进行计算，然后取其中最大值。 （1）主运顺槽掘进工作面： 按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算需要风量： Q掘=100q掘K掘通 式中 Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min； q掘掘进工作面风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出 量，m3/min； K掘通瓦斯涌出不均衡系数。 Q掘=100q掘K掘通=1001.01.6=160 m3/min 按局部通风机的实际吸风量计算需要风量： 岩巷掘进：Q掘=（Q扇+9S）Ii 煤巷掘进：Q掘=（Q扇+15S）Ii 式中 Q掘局部通风机的实际吸风量，m3/min; S

49、安设局部通风机的巷道断面积，m2; Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 Q掘=（Q扇+9S）Ii=250+915=385 m3/min 按掘进工作面同时作业人数计算需要风量： 每人供风不小于 4 m3/min Q掘4N 式中 N掘进工作面最多人数 Q掘4N=415=60 m3/min 按巷道最低风速计算风量 Q掘=600.25S=225m3/min 主运顺槽掘进工作面风量取值 230 m3/min 按风速进行验算 15SQ掘240S 151523024015 2252304N 式中 N掘进工作面最多人数 Q掘4N=415=60 m3/min 按巷道最低风速计算风量 Q掘=600.25S=

50、247.5m3/min 主运联络巷掘进工作面风量取值 250m3/min 按风速进行验算 15SQ掘240S 1516.525024016.5 247.525045.1A In最大长时工作电流 45.1A K温度校正系数 井下环境温度按 15时 K1.1 Ip导线长时允许电流 由上式计算可知，选 MYPTJ 10kV 350+125 高压电缆能满 足负荷要求。 3、按允许电压损失校验： V%=0.1L(Pr0+Qx0)/Un2=0.10.5(4900.43+3480.12)/ 102 0.13 中央变电所至 907 主运顺槽电压降（10kV）0.13 + 2.25（35 kV 变电所至中央变电

51、所）=2.385 符合全国 供用电规则 式中：P电缆输送有功功率：8910.55490KW Q电缆输送无功功率 348kar L电缆长度 0.5km R0电缆单位长度阻抗 0.43/km X0电缆单位长度电抗 0.12/km Un额定电压 10KV 4、按最大短路热稳定电流校检： I（3）=4240A 2 0 2 0 *3Rx UN A= min 2 )3( mm50 5 . 19 137 4 . 04240 * c tI f 式中：t 短路电流的假想时间 0.4s f C热稳定系数，取 137 I（3）电缆首端最大三相稳态短路电流 A A电缆最小热稳定截面 mm2 min 由上式计算可知，选

52、用 1 条 MYPTJ10kV 350+125 高压电缆 能满足负荷要求。 二、 低压电缆的选择 （一）供掘进机低压电缆选择计算。 1、按长时间允许电流选择截面： Ip Ica Ip 电缆长时间允许电流（参考附表 1） Ica电缆实际最大工作电流 主芯截面 积/mm2 4610162535507095 长期允许 电流/A 36466485113138173215260 参考温度：按环境温度+25，芯线最高允许工作温度+65 解：额定电压 1140v 向三台或三台以上电动机供电电流 Ica =92.5A avUN PNKd cos3 103 . . 3 0 5 261 10 1 73 1140

53、0 7 根据 Ip Ica，选用 70mm2电缆 根据计算，应选取一条 MYP 1.44/0.66 370+135-1300m 低压电缆供掘锚机。 （二）供皮带机低压电缆选择计算。 按长时间允许电流选择截面： Ip Ica Ip 电缆长时间允许电流（参考附表 1） Ica电缆实际最大工作电流 主芯截 面积/mm24610162535507095 长期允 许电流 /A 36466485113138173215260 参考温度：按环境温度+25，芯线最高允许工作温度+65 解：额定电压 660v 向三台或三台以上电动机供电电流 Ica =169.84A 7 . 0*660*73 . 1 10* 5

54、 . 271*5 . 0 3 根据 Ip Ica，选用 50mm2电缆 根据计算，应选取 MYP 1.44/0.66 3*50+1*25-1140m 低压电缆 供皮带机等设备。 附：I 主运顺槽供电系统示意图 （图 31） I 主运顺槽设备布置示意图 （图 32） 第七章第七章 六大系统建设六大系统建设 1、压风自救系统： 压风自救系统风源来自尧隆坡压风站，该压风站安装了 3 台空 压机、3 个储气罐及电控装置，由压风立眼与井下压风管路连接， 将空气送入井下。9#层压风管路由 10#层压风立眼沿主平硐接至原 905 机头处，I 主运顺槽压风管路取自主平硐主管路经辅运大巷到八 联巷、9#集中主运

55、上山到 I 主运顺槽，主要安设地点：I 工作面主 运顺槽，每 200m 设置一组自救系统，自救系统及开启阀门全部设在 行人侧并悬挂有醒目标识。 管路选型：D108 无缝钢管 附：I 主运顺槽压风自救系统图 （图 33） 2、供水施救系统： 供水施救系统管路利用井下消防洒水供水系统，该系统来自地 面供水站的三台 MD85-45/6 水泵（其中两台投入使用，一台备用） ， 水源为处理后的井下排水。该管路经副平硐、9#集中主运上山到达 工作面，供水管路每隔 50m 设置一个三通阀门，供水施救系统设施 主要安设地点：I 工作面主运顺槽，每 200m 设置一组供水施救出水 口，出水口必须同压风自救系统的

56、自救装置并排布设，供水阀门及 出水口必须设在行人侧便于开启和使用。 管路选型：D108 无缝钢管 附：I 主运顺槽供水施救系统图 （图 34） 3、通讯联络系统： I 主运顺槽共设置三部电话，即一部皮带机头，二部机头处设置 一部，二部皮带机尾一部，主机房设在调试指挥中心。 附：I 主运顺槽通讯联络系统图 （图 35） 4、监测监控系统： 2008 年 9 -10 月，矿井对原使用的 KJ95 型煤矿安全监测监控 系统进行了升级改造，升级改造后型号为 KJ95N。改造后的全监测 监控系统符合煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范 （AQ1029-2007）规定. 矿井采用 KJ95N 型煤矿安全

57、监测监控系统，安全监测监控系统 由地面主机、KJF16B 型分站、KP1001 及 KDG8 远程开关等组成。该 系统具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能，对井下火灾、 一氧化碳、矿井环境温度等影响矿井安全的环境参数、矿井主要通 风机、局部通风机的运行状况进行监测。 在掘进工作面一部机头、二部机头、机尾、主要机电硐室等地 点设置甲烷、风速、温度、一氧化碳、烟雾等传感器。地面监测中 心站设在调度指挥中心、通风队监测维修室、通风副总室、通风副 队长室、通风队技术室分别设置了终端机，实现了对井下实时监测 功能。 附：I 主运顺槽监测监控系统图 （图 36） 5、人员定位系统： 在 IO1090

58、7 主运顺槽拉门点处安装一台人员定位接收器。 附：I 主运顺槽人员定位系统图 （图 37） 6、紧急避险系统： 入井人员全部配带和使用隔绝式自救器 I 主运顺槽 1260m 处设 有移动式救生舱。 第八章第八章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 劳动组织作业形式为“三八”作业制，两班半掘进、半班准备。 附：劳动组织 出勤人数序 号 工种 一班二班三班替班 配备人 员包括 替班 机组司机 11114 班长 11114 皮带机司机 22228 电钳工 11114 4 支护工2(兼职） 2(兼职）2(兼职） 2(兼职） 8 5 刮板机司机1(兼职）

59、 1(兼职）1(兼职） 1(兼职） 4 6 转载机司机1(兼职） 1(兼职）1(兼职） 1(兼职） 4 7 检修工 88 合计 1799944 第二节第二节 循环作业图表循环作业图表 为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组 织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行， 平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。 附：I 主运顺槽正规循环作业图表 （图 38） 第三节第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标 技术经济指标表 序号序号项项 目目单单 位位指标指标备备 注注 1 长度（主运顺槽） m2295.083 2 巷道断面积 m215 3 在册人数人 41

60、4 出勤率 %85 5 正规循环进尺m/循环 1.0 6 月进尺 m350 7 正规循环率 %78 8 网消耗 m2/m5 硐室除外 9 锚杆消耗根/m 12 硐室除外 10 锚固剂消耗根/m 12 硐室除外 第九章第九章 安全技术措施安全技术措施 第一节第一节 一通三防一通三防 1、加强通风管理，局部通风机必须设专职人员挂牌管理，保证 局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。 2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破 口，车辆不得磨擦挤压风筒，风筒出风口距工作面距离不大于 10m，以保证迎头有足够的风量。工作面配备三节风筒备用（10m/节） 。 3、管理好风门、风窗等设施，