I主运掘进工作面作业规程新

1、目 录第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称：010907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：010907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 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、规程、标准和技术规范等。第二章 010907工作面掘进地质说明书一、工作面的范围与邻

2、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490600。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

3、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，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

4、。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60.078.0/70.03MPa）；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、

5、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，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

6、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

7、泥岩，深灰色，厚层状，（极限抗压强度：饱和48.583.1/63.6MPa、干燥84.1117.0/100.6MPa、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

8、.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

9、，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34636

10、0/353，还原样与氧化样燃点之差为53，为自燃煤层，自燃发火期一般为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22302204906004.161.50306.195290.8八、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支护。3、工作面煤

11、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 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、010907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=4344477.364，Y=522673.4888，H=912.29m,沿煤层底板掘进，以201°4139的方位施工16.661m

12、后，开始拐点施工，拐点坐标为X=4344455.805，Y=522664.9121；以171°4139的方位角以5°3405的坡度下山施工，施工长度为20m，第二拐点坐标为X=4344436.014，Y=522667.8011。待施工到第二拐点坐标后，即开始施工907皮带机头段。2、I010907主运顺槽机头段以21°4139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=4344519.64，Y=522701.07；机头段贯通后，再从第二拐点开始施工I010907主运顺槽，I010907主运顺槽施工方位角为201°4

13、139，沿煤层底板施工，施工长度为2295.083m到位，切眼中心坐标为X=4342310.816，Y=521822.3326，该巷道主要用途为运煤、回风。3、切眼施工前，另行编制010907工作面切眼掘进作业规程。附：I010907巷道布置平面图 （图2） I010907主运机头平面放大图 （图3） I010907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、I010907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800&#

14、215;800mm，锚索、锚索棚间排距为2400mm×2400mm，两帮采用螺纹钢锚杆支护，钢筋网、喷砼联合支护；帮锚杆间排距为1000×1000mm，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900&

15、#215;1000mm，帮锚杆间排距为1000×1000mm，两帮最上一根锚杆采用玻璃钢锚杆加木垫板支护，木垫板规格为300×200×35mm，选用优质松木制作，铁托盘规格为150×150×10mm。锚索、锚索梁间排距为2400×2400mm。 三、硐室设计1、机头硐室I010907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800mm×800mm，锚杆规格为螺纹钢锚杆，18×1800mm；锚索规格：15.24&#

16、215;8000mm，锚索间排距为2000mm×2000mm，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，采用锚网索喷联合支护，锚杆规格为螺纹钢锚杆，18×1800mm，锚杆间排距为800mm×800mm；锚索规格：15.24×8000mm，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18×1800mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm，两排锚索配合钢梁支护，锚索规格为15.24×6000mm，间排距为2400

17、mm×2400mm；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18×1800mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm；锚索规格为15.24×6000mm，间排距为2400mm×2400mm；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800mm×800mm，帮采用玻璃钢锚杆支护，间排距1000mm×1000

18、mm，硐室口处加打锚索或锚索梁加强支护，锚索间排距2400mm×2400mm，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 （图11）77断面图 （图12） I010907主运顺槽二部机头硐室平面图 （图13） I010907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I010907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)×5m×3m；顶板采用螺纹钢锚杆配合双抗网联合支护，间

19、排距为800×800mm，帮采用玻璃钢锚杆支护，间排距为1000×1000mm。在硐室拉门口加打锚索或锚索梁加强支护，间排距为2400×2400mm，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：I010907主运顺槽调车硐室平面图 （图16） I010907主运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=2m×2m×1m。掘进时工作面应备两台15Kw的水泵应

20、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800mm×800mm，硐室入口采用15.24×6000mm锚索或锚索棚支护，锚索间排距2400mm×2400mm；巷帮采用16×1600玻璃钢锚杆支护，锚杆间排距为1000×1000mm，底板硬化。附：I010907主运顺槽移动救生舱平面图 （图20） I010907主运顺槽移动救生舱平面

21、支护图 （图21） 1010断面图 （图22） 四、010907主运顺槽断面设计说明：010907主运顺槽断面均为矩形断面。010907主运机头段：（1） 自010907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16.61-26.8m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

22、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=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 支护设计一、支护方式1、I010907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18×1800

23、mm螺纹钢锚杆，间排距为900×1000mm，每孔装入一支CK2360树脂锚固剂；两帮锚杆选用18×1600mm螺纹钢锚杆，每孔装入一支CK2335树脂锚固剂，间排距为1000×1000mm；锚杆托盘规格为150×150×10mm。（2） 金属网采用6.5mm的圆钢焊接而成，顶网（长×宽）规格为5000×1200mm，帮网规格为3000×1200mm；网格均为120×120 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

24、索规格为15.24×8000；锚索间排距为2000×2000mm，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18×1600mm螺纹钢锚杆，开采帮

25、（前进方向左帮）使用16×1600mm玻璃钢锚杆，两帮锚杆间排距均为1000×1000mm。 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，应满足：LL1+L2+L3L-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

26、+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°-45°2)5=2500+3200tan(22.5°5=765mm;C=3200×tan(45°-45°2)=1325mm依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

27、,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）1/2Q70KN,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： 式中：锚索深入到稳定岩层的锚固长度mm安全系数，取2锚索直径，取15.24mm钢绞索抗拉强度，取1860N/mm2锚索与锚固剂的设计粘度，树脂药卷取=10N/ mm2则2、锚索长度式中：锚索长度，m锚索深入到稳定岩层的锚固长度m，取1.41732需要悬吊的不稳定岩层厚度，拉门点处为2.65m粉砂岩。上托盘及锚具的厚度，取0.1m需要外露的张拉长度，

28、取0.2m则：，按1.4的安全系数，取8m，按1.4的安全系数，取6m3、 锚索间排距的确定：1)I010907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=2×260.74.0×4.1×26-（2×100×Sin75

29、76;）0.8=2.8m2.4m2）I010907主运顺槽机头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，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=5×260.76.75×4×26-（2×100×Sin75°）0.8=2.8m2.4m根据以上计算确定：1、I010

30、907主运顺槽顶锚杆间、排距为900×1000，两帮锚杆间、排距为1000×1000。2、顶锚选用18×1800mm螺纹钢锚杆、树脂药卷CK2360，端头锚固；巷道前进方向右帮锚杆选用18×1600mm螺纹钢锚杆，左帮锚杆选用16×1600mm玻璃钢锚杆，树脂药卷CK2335，端头锚固；锚索规格为15.24×8000mm，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：I010907主运顺槽施工距离为2381.414m，工期为9个月。四、临时支护设

31、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、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：I010907主运顺槽临时支护示意图 （图23）第三节 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

32、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，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

33、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

34、、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

35、混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，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

36、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 矿压观测1、观测站的设置方法I010907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。2）在各观测站必须设置观测牌板。3）观测站每

37、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 施工工艺第一节 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，010907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

38、截割流程示意图 （图24）第二节 落煤方式一、掘进机具：该顺槽使用EBZ160掘进机掘进。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 装、运煤方式一、运输系统： I010907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:工业广场 副平硐 辅运上山 9#集中辅运上山 I010907主运顺槽 用料地点第四节 设备及工具配备一、设备及工具配备情况表 设备工具名称规格型号功率单 位数量备 注局部通风机FBDNO6.0/3*223×22KW台2掘进机EBZ160261kw台1排水泵DW157.5KW台6排水泵DW2515KW

39、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DSJ8090kw×2台2坑道钻机ZLJ-6507.5kw台1液压油泵MYBZ11B11kw台2除尘风机KCS-225ZZ18.5KW台1二、施工设备与供电（一）机组技术特性整机参数总体长度9.2m总体宽度2.9m总体高度1.8m卧底深度300mm爬坡能力±18°总重45T截割范围高度2.44.8m宽度3.15.5m面积26m2截割部截割头形状圆锥台式截割头深缩量550mm喷雾内、外喷雾方式铲板部装载形式三齿星轮式装载宽度2.9m爬爪转数30rpm装载

40、能力3.5m3/min原动机马达10.7kw 2台第一运输机形式边双链刮板式溜槽断面尺寸0.54m（宽）×0.35m（高）运输能力4.1m3/min行走部形式履带式履带宽度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QZP2001电动滚筒YDB5080-15/1140/2.03胶带输送机DSJ8022×90二部4对旋风机FBDNo6.0/3*2223×225矿用隔爆型移动变电站KBSGZY315/10/1.141矿用隔爆真空馈电开关K

41、BZ-400/1140/660机组供电6矿用隔爆型移动变电站KBSGZY315/10/0.661皮带机及660V电源7矿用隔爆型移动变电站KBSGZY500/10/0.661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ZBZ4.0Z2660V、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MYBZ11B212液压锚杆钻机MYT-140213空气压缩机MGF-16/7-90G19014矿用隔爆型照明信号变压器综合保护装置ZBZ4.0M1660V、1140V各一台

42、15矿用隔爆兼本质安全型真空电磁启动器QJZ200/1140316水泵DW1567.517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10m2二运机QZP2001机组后销轴连接胶带运输18m3一部皮带机DSJ801907主运底锚固定胶带运输1200m4二部皮带机DSJ801907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1000mm23808铁线8m2供、排水管路108吋4760管路架20m3电缆MYP3×70+1×3

43、5m1300电缆钩10m4电缆MYP3×50+1×25m1300电缆钩20m5电缆MYP3×6+1×4m300电缆钩10m6电缆MYP3×1.5+1×1.0m2600电缆钩20m第五章 生产系统第一节 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

44、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

45、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）010907主运顺槽掘进工作面：按照瓦斯

46、（或二氧化碳）涌出量计算需要风量：Q掘=100×q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=100×q掘×K掘通=100×1.0×1.6=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

47、=（Q扇+9S）×Ii=250+9×15=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/minQ掘>4N式中 N掘进工作面最多人数Q掘>4N=4×15=60 m3/min按巷道最低风速计算风量Q掘=60×0.25S=225m3/min010907主运顺槽掘进工作面风量取值230 m3/min按风速进行验算15S<Q掘<240S 15×15<230<240×15 225<230<3600（2）010907主运联络巷掘进风量计算 按照瓦斯（或二氧化碳）涌出

48、量计算需要风量：Q掘=100×q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=100×q掘×K掘通=100×1.1×1.6=176m3/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）&

49、#215;Ii=（250+9×16.5）×1=398.5 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/minQ掘>4N式中 N掘进工作面最多人数Q掘>4N=4×15=60 m3/min按巷道最低风速计算风量Q掘=60×0.25S=247.5m3/min010907主运联络巷掘进工作面风量取值250m3/min按风速进行验算15S<Q掘<240S 15×16.5<250<240×16.5 247.5<250<3960 局部通风机的选型汇总表型号FBDNo6.0

50、/3*22整机功率3×22kw风量500250m3/min全风压6308400Pa额定功率22kw电压380/660V电流42.2/24.4A转速2940r/min频率50Hz防爆合格证320051305/Y接法F级绝缘生产厂家湘潭平安电气集团有限公司通过以上计算，选用FBDNo6.0/3*22型局部通风机，配1000mm阻燃风筒，能够满足掘进工作面的风量需求，并符合有关规定，为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源自动切换方式供风。4、 安装地点：最终局部通风机安装905主运联巷风门以内，距离巷道底板高度不小于0.3m，该巷道风量为2200-2300 m3/min,采用双风机、双

51、电源自动切换进行供风。前期新风流路线：局部通风机-010907主运顺槽机-I010907主运顺槽-掘进工作面 前期乏风路线：掘进工作面-010907主运顺槽-010907主运顺槽机头-9#集中主运上山-回风上山-回风斜井地面。后期新风流路线：局部通风机-905主运联巷-010907主运顺槽-掘进工作面。后期乏风路线：掘进工作面-010907主运顺槽-010907主运顺槽机头-9#集中主运上山-回风上山-回风斜井地面。 附：I010907主运顺槽通风系统示意图 （图25）第二节 综合防治为预防井下灾害，在施工中必须严格执行煤矿安全规程等有关规定，坚持“预防为主、综合治理”的原则制定完善的灾害预防措施，做到防患与未然。1、瓦斯防治（1）本矿井瓦斯含量较低， 但在生产过程中仍应重视瓦斯管理，对采掘工作面等局部地点可能产生瓦斯积聚必须予以重视，防止瓦斯事故发生。（2）加强掘进过程中通风管理，保证掘进工作面有足够新鲜风流，同时要配齐瓦斯检查员进行巡回检查，发现问题及时处理。（3）掘进工作面局扇均要设置风电、瓦斯电闭锁系统，确保安全。（4）在施工过程中应避免盲巷的产生。如出现盲巷时应及时密闭或用栅栏隔断并揭示警标。对井下各通风构筑物必须定期检查，使其经常保持完好状态，确保通风系统的安全可靠。（5）下井人员必须佩戴自救器。2、煤尘防治（1）9#煤层具有煤尘爆炸危险性，为保护工人