煤矿掘进作业规程.doc

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1、第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为3北部采区左四片中层上顺槽、下顺槽、开切眼、装车（一）、装车（二）、水仓及各种硐室等。二、掘进目的及用途 掘进目的是形成3北部采区左四片中层生产系统，满足各采掘工作面生产的通风、行人、运输和管路敷设等需要。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：3北部采区左四片中层上顺槽1060m；3北部采区左四片中层下顺槽952m；3北部采区左四片中层开切眼198m；3北部采区左四片中层装车（一）、装车（二），每个长度为58m，共计116m。3北部采区左四片中层下顺槽8处开关室，共计48m。3北部采区左四片中层上顺槽、下顺槽水仓2处，共计12

2、m。2、工程量总计：2386m3、服务年限： 1年。四、预计开、竣工时间 经矿有关领导决定，本掘进工作面自 2014年6月20日开工，预计 2015年4月25日竣工。附图1：【巷道布置平面图】第二节 依 据一、采区设计说明书及批准时间设计说明书名称为3北部采区设计说明书，批准时间为2007年8月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为3北部采区左四片中层掘进地质说明书，批准时间为2014年3月。三、矿压观测资料1、3北部采区左四片上层上、下顺槽矿压观测数据及分析结论。2、3北部采区左四片上层工作面回采实践。第二章 地面相对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

3、采区开采情况见表1 表1 井 上、 下 对 照 关 系 表采区3北部采区左四片工程名称中层工作面地面标高/m468480m井下标高84127m地面相对位置 该区域地面相对位于露天矿非工作帮，地面起伏不大，无积水，无其它建筑物。该区范围 本掘进区域上部以Fc和F6及Fh断层保安煤柱为界；下部以左四片集中皮带巷为界；左部以上层开切眼为界；右部以24号勘探线为界。邻近掘进情况上部是左三片工作面，现已回采完毕；下部是未采动实煤体；左部邻近左四片上层开切眼；右部邻近左四片集中轨道巷、皮带巷；邻近巷道对本区掘进无影响。第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征见表2表2 煤 层 特 征 情 况 表项 目

4、 单 位 指 标 备 注 煤层厚度（最大最小/平均）m 7.28.07.7煤层倾角（ ） 911 10煤层硬度f23硬度较低易破碎 煤层层理发育程度 较发育煤层节理发育程度 较发育 自然发火期月 36 瓦斯绝对涌出量m /min 0.91煤尘爆炸指数% 45.03煤层顶底板情况见表3表3 中层上顺槽、装车及开切眼实煤柱掘进段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 砂岩、粉砂质泥岩 25m泥质胶结 直接顶 粉砂岩、砂质泥岩35m 灰色，泥质胶结伪顶 炭质泥岩、局部砂砾岩0.5m灰色，泥质胶结底板 直接底 粉砂岩、砂质泥岩 2m 泥质胶结，易底鼓 基本底 粉砂岩、泥岩 1

5、0m泥岩，粗粒砂岩 表4 中层下顺槽、装车及开切眼再生顶板掘进段煤层顶底板情况表顶底板名称 岩石类别 厚度/m 岩性 顶板再生顶板砂岩、粉砂质泥岩 粉砂岩、砂质泥岩炭质泥岩30m灰色，泥质胶结底板 直接底 粉砂岩、砂质泥岩 2m 泥质胶结，易底鼓 基本底 粉砂岩、泥岩 10m泥岩，粗粒砂岩 附图2、3：【煤（岩）层综合柱状图】第三节 地 质 构 造1、本区内F6断层在1煤层已实见，Fc断层在左四片集中轨道巷内揭露，Fg断层在上层上顺槽内揭露，在探摸F6断层过程中揭露Fh断层，均为正断层，从巷道布置情况看，中层上顺槽将揭露Fg断层，其余三个断层对该区巷道布置均有影响。地测科建议：过Fg断层之前需

6、调整好煤层层位，期间加强巷道支护强度。断 层 情 况 表编号断层名称构造性质走向（）倾向（）倾角()落差对工程的影响1Fc正断层0-3590-12560-650-15m有影响2F6正断层35-45125-13545-530-12m有影响3Fg 正断层25-35115-12560-704m有影响4Fh正断层27-43117-133有影响5Ff正断层25115750.8m有影响6Fe正断层26116750.4m有影响2、左四片中层掘进工作面范围内，煤层走向NE2030之间，倾向110120之间。3、左三片工作面煤层属于较稳定性煤层，煤层厚度平均6.5m，结构较简单，其中第一层夹矸厚度在0.1m0.

7、3m之间（平均0.2m）；第二层劣质煤厚度在0.1m0.3m之间（平均0.2m），为黑灰色劣质煤。4、中层掘进工作面范围内，煤层构造简单，没有火成岩、陷落柱等地质构造。 第四节 水 文 地 质1、根据井田内现揭露的断层资料分析，本掘进范围内断层都是属于张性正断层，断层破碎带很小甚至发育不明显。断层大多富水性弱，导水性亦弱，基本属于不导水断层。当采掘工程穿过断层时，基本上没有上覆地层裂隙、孔隙水通过断层破碎带导入矿井。2、3北区左四片中层掘进工作面上覆为1煤层六采区里部左二片工作面，现已回采完毕。只有没有冒落严实的巷道存在积水，针对该水源在左四片集中皮带巷内进行了探放，截至目前放水量达到3000

8、0m左右，又在上层上顺槽向上覆1煤层六采区里部左二片采空区所打钻孔分析，采空区内不含水。并且上层工作面在回采过程中没有出现滴、淋水现象，综上所述，中层掘进工作面不受水害影响，突水危险性较小。 3、3北部采区左四片掘进工作面上覆岩层以粉砂岩、砂质泥岩、泥岩为主，3与1煤层间距在32m-36m。根据地质报告提供的地质钻孔及在左四片上层上顺槽、下顺槽向上所打的探放水成果分析，1与3煤层之间没有含水层，对掘进影响不大。4、根据巷道布置，掘进中层开切眼及下顺槽时将揭露上层采空区，为防止采空区积水导入掘进工作面，依据防治水规定，自拉门起，由专业队伍，利用专用探放水钻机进行超前探放水工作，确保掘进安全。5、

9、在左四片掘进工作面范围内有5814号钻孔，钻孔的封孔质量不详，钻孔内是否含水及导水情况不明，对掘进将造成一定影响。 针对该钻孔，由专业队伍，利用专用探放水钻机进行超前探放水工作，及时消除水患。6、预计左四片中层掘进工作面正常涌水量5m/h，最大涌水量10m/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置一、A掘进组:1、首先自3北部采区左四片集中轨道巷拉门（拉门点坐标X：5478728.01、Y：552525.12、Z：127.6），以2747方位角施工第一段中层上顺槽。开拉门先按中、腰线施工77米后到达煤层顶板，然后按X：5478794.56、Y：552562.51、Z：130.2，以

10、421241方位角沿煤层顶板施工第二段中层上顺槽，预计施工42米后揭露Fg断层，然后按1下山施工18米、底煤达到1.5米后，沿1.5米底煤掘进，直至中层上顺槽施工到位。2、在中层上顺槽内自开切眼往外100米位置施工一个长10米、断面为3.5米（宽）3.0米（高）的开关室；自开关室往外500米位置施工一个长10米、断面为3.5米（宽）3.0米（高）的移变硐室；自开关室往外10米位置施工一个长10米、断面为3.5米（宽）3.0米（高）的梭车尾双道硐室，自第一个梭车尾双道硐室往外每隔200米各施工一个梭车尾双道硐室，共计5个。以上硐室均以巷道下帮为齐施工。3、在中层上顺槽上帮依次往里每隔40m施工一

11、个深度0.7m、高度1.8m、长度1.2m的躲避硐。4、根据实际情况在中层上顺槽巷道低洼点的上帮施工临时水仓， 长度6米，断面为2.5米(宽)2.5米（高）直墙半圆拱，锚网梁支护，方向与中层上顺槽垂直，30下山施工。二、B掘进组:1、首先自3北部采区左四片集中皮带巷开拉门（拉门点坐标X：5479053.12、Y：553137.39、Z：72.4），以3121241方位角施工装车一。开拉门先按中、腰线施工37.9米时，揭露左四片上层下顺槽底板（此处采用金属棚支护，共计9架，并对此段巷道进行喷砼），然后沿塑料网人工假顶施工19.8米后，装车一施工到位，按坐标X：5479091.74、Y：55309

12、7.56、Z：84.6，以421241方位角开拉门、沿着人工假顶施工里段中层下顺槽，直至施工到位。2、在里段中层下顺槽开拉门施工中层开切眼（拉门点坐标X：5479391.2、Y：553366.23、Z：84），以3121241方位角、沿着人工假顶施工开切眼，从左四片上层上顺槽底板穿过进入实煤体后，按中、腰线施工，直至与中层上顺槽贯通。然后在中层上顺槽上帮、开切眼正对方向拉门施工长度4米的绞车硐室。3、中层开切眼施工完毕后，按坐标X：5479091.74、Y：553097.56、Z：84.6，以2221241方位角开拉门，沿着人工假顶施工外段中层下顺槽，直至到位。然后按坐标X：5479053.1

13、2、Y：553137.39、Z：84.4，以3121241方位角施工装车二。开拉门先按中、腰线施工37.7米时，揭露左四片上层下顺槽底板（此处采用金属棚支护，共计9架，并对此段巷道进行喷砼），然后沿塑料网人工假顶施工，直至与外段中层下顺槽贯通。4、在中层下顺槽内自开切眼往外110米施工第一个开关室，自第一个开关室往外每隔100米各施工一个开关室，共计8个开关室。在巷道下帮开拉门，方向与下顺槽垂直，长度6米，断面为2.5米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护。5、在中层下顺槽内自开切眼往外每隔100米位置施工一个长度3米的刮板输送机机头硐室，共计8个，断面为3米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护（以下

14、帮为齐施工）。6、根据实际情况在中层下顺槽巷道低洼点的下帮施工临时水仓，方向与中层下顺槽垂直，断面为2米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护，30下山施工。三、巷道断面规格见断面图，巷道方位、坡度、层位见平、剖面图。附图4：【中层上顺槽预想剖面图】附图5：【里段中层下顺槽预想剖面图】附图6：【外段中层下顺槽预想剖面图】 附图7：【中层开切眼预想剖面图】附图8：【左四片中层装车（一）预想剖面图】附图9：【左四片中层装车（二）预想剖面图】附图10：【巷道开口支护大样图】第二节 矿 压 观 测 一、观测对象：3北部采区左四片中层上顺槽。 二、观测内容：巷道顶板离层量，锚杆的载荷及锚固力。 三、观测方法：

15、 1、测点布置：每150m在巷道中安设一组YHW300本安型围岩位移测定仪。 2、观测时间：距离掘进巷道迎头200m以内的测点每5天观测1次，200m以外的测点每10天观测1次。 3、锚杆拉拔力试验使用LDZ200型矿用锚杆拉力计，每300根锚杆抽检一组，每组不少于3根锚杆。 4、数据处理：采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。 四、YHW300本安型围岩位移测定仪安装方法： 测定仪采用顶板钻孔安装，钻孔的直径2729mm，两个基点分别安装在不同的深度。安装步骤如下：在顶板上打钻孔，用气动手持式钻机打孔，打

16、孔钻头选用28mm为宜。用安装杆将A、B两个基点的锚爪推到所需的深度。将测定仪的固定管推入钻孔，分别拉紧两个基点的钢丝绳并将紧固螺丝钉固定。五、LDZ200型矿用锚杆拉力计使用方法：首先拧下液压缸和手动泵上的防尘帽，用高压胶管把液压缸和手动泵连接起来。 接着进行油量检查和排气。检查油量：逆时针方向打开手动泵的卸荷阀，使液压缸中的液压油回到手动泵的油筒中。拧开液压泵后端的加油孔盖，检查油量。如果油不满，应及时补充。排气：把手动泵放在比液压缸稍高的地方，摇动手动泵，使液压缸活塞伸出，再打开放泄阀，使活塞缩回，连续几次即可。（排气时不能加压）把锚杆测力接头拧到锚杆末端，套上支撑座，再套上液压缸，使活

17、塞端向外，然后拧紧螺母顺时针拧紧放泄阀。上下摇动手动泵上的手柄，观察手动泵压力指示表示数以达到所要求的数值。注意手动泵必须摆成水平位置工作；摇动手动泵时用力要均匀，不要用力过猛。检测完毕，逆时针方向拧动放泄阀，使压力指示表读数降到零，再把各部件从锚杆上卸下。第三节 支 护 设 计一、巷道断面根据3北部采区地质钻孔资料分析，3煤层顶板直接顶为砂质泥岩，厚度平均4米，属较稳定岩层，初步确定左四片中层上顺槽支护型式为锚网梁支护；根据巷道布置，左四片中层下顺槽、开切眼及装车均在塑料网人工假顶下施工，初步确定左四片中层下顺槽及装车的支护型式为梯形木棚支护，开切眼支护型式为型钢梁、单体支护。1、左四片中层

18、上顺槽：第一段中层上顺槽前21米采用3.0米（宽）3.0米（高）25U型钢挂金属网支护，剩余巷道采用锚网梁索联合支护；第二段中层上顺槽前90米采用锚网梁索联合支护，剩余巷道采用锚网梁支护，断面为3.0米（宽）3.0米（高）直墙半圆拱形。2、左四片中层下顺槽：断面为2.5米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护。3、中层开切眼：断面为3.0m（型钢梁）2.1m（单体）矩形支护；在中层开切眼内，自中层开切眼与中层上顺槽连接处向下15米巷道断面为4.0m（木梁）2.3m（单体）矩形支护，用于安装采煤机，施工此段巷道时采用二次成巷，扩回采侧（保留原巷道支护,棚距0.9m），施工时，在每架棚间加打锚杆，确保巷

19、道支护强度。4、装车一、装车二：装车前6米采用锚网梁支护，断面为3.0米（宽）3.0米（高）直墙半圆拱形；装车穿过上层下顺槽时采用金属棚支护，断面为2.5米(钢梁)2.5米（铁腿），形状为梯形；其余部分采用2.5米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护。5、中层下顺槽胶带输送机机头硐室：巷道断面为3.0米(钢梁)2.5米（铁腿），形状为梯形，长度18米。6、中层下顺槽开关室：断面为2.5米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护。7、中层下顺槽刮板输送机机头硐室：断面为3米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护。8、中层上顺槽开关室、移变硐室、梭车尾双道硐室断面：采用锚网梁支护，断面为3.5米（宽）3.0米（高）

20、直墙半圆拱。9、中层上顺槽水仓：采用锚网梁支护，断面为2.5米（宽）2.5米（高）直墙半圆拱形。10、中层下顺槽水仓：断面为2米(梁)2.5米（腿）梯形木棚支护。11、绞车硐室：采用锚网梁支护，断面为2.5米（宽）2.5米（高）直墙半圆拱。附图11：【中层上顺槽（锚网梁支护）断面图】附图12：【中层下顺槽断面图】附图13：【中层上顺槽（铁棚支护）断面图】附图14：【中层开切眼断面图】附图15：【中层开切眼（安装采煤机段）断面图】附图16：【装车（锚网梁支护）断面图】附图17：【装车（铁棚支护）断面图】附图18：【装车（木棚支护）断面图】附图19：【中层下顺槽刮板输送机机头硐室断面图】 附图20

21、：【中层下顺槽开关室断面图】附图21：【中层下顺槽胶带输送机机头硐室断面图】附图22：【中层上顺槽开关室、移变硐室、梭车尾硐室断面图】附图23：【中层上顺槽水仓断面图】 附图24：【中层下顺槽水仓断面图】 附图25：【绞车硐室断面图】二、支护方式（一）、临时支护 1、架棚巷道采用吊挂前探梁并安设护顶网作为临时支护。前探梁由两根3.5m以上的铁管制作，用链子、螺丝、连接环进行固定，每根前探梁固定点不少于两处，前探梁上用护顶网接顶。2、锚网梁巷道采用超前连接顶网，并打顶部及迎头锚杆作为临时支护。连接顶网时，作业人员站在支护完好的钢筋梁下方，面向工作面迎头。 （二）、永久支护永久支护采用锚网梁、木棚

22、及铁棚支护。1、锚网梁支护：锚杆选用长度1800mm、直径18mm钢筋塑料胀套式锚杆，钢筋网为2500mm（长）1050mm（宽），材质为5mm钢筋，网目为130mm130mm，钢筋梁长2500mm，材质为12mm钢筋，网扣为双股14铁线，网扣间距为200mm。2、木棚支护：采用长度2米、2.5米（直径16cm以上）和3米、4米（直径18cm以上）的圆木。3、铁棚挂钢筋网支护：采用25#U型钢挂钢筋网支护，每架棚分3节，采用插接方式进行连接，插接长度400mm，钢梁与铁腿用卡兰连接固定，每架棚由卡兰，拉带连接固定。附图26：【架棚临时支护平面图】附图27：【架棚临时支护剖面图】附图28：【锚网

23、梁临时支护平面图】附图29：【锚网梁时支护剖面图】（三）、按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算： L = KH + L1 + L2式中： L锚杆长度，m； H自然平衡拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.3m；L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；其中： H = = = 0.67m式中： B巷道开掘宽度，取最大值4m； f岩石坚固性系数，砂岩取3。 则： L = 20.67 + 0.3 + 0.05 = 1.69m2、锚杆间距、排距计算：设计时令间距、排距均为a，则 a = 式中： a锚杆的间排距，m； Q锚杆设计锚固力，60KN/根；

24、（做拉拔实验得出） H自然平衡拱高度，取0.67m； 被悬吊砂岩的容重，取25KN/m3； K安全系数，一般取K = 2。 a = = 1.34m通过以上计算，选用18mm、长度1.8m的塑料胀套式锚杆，锚杆间距1000mm、排距1050mm，能够满足巷道支护强度。当围岩稳定性较差时，适当缩小锚杆间距，确保巷道的支护强度。第四节 支 护 工 艺一、支护型式及材料规格1、支护型式锚网梁支护巷道顶板及两帮均采用钢筋梁、塑料胀套式锚杆、矩形钢筋网联合支护；架棚巷道采用25#U型钢、钢筋网、工字钢、悬浮式单体液压支柱、型钢梁及圆木等支护材料。2、支护材料规格、锚网梁巷道支护材料 锚杆: 18mm180

25、0mm塑料胀套式锚杆。 钢筋网: 2500mm（长）1050mm（宽），网目为130mm130mm,材质为5mm钢筋。 钢筋梁: 长2500mm，材质为12mm钢筋。 网扣: 双股14铁线，网扣间距为200mm。、架棚巷道支护材料、开切眼棚腿采用DW25300/100x悬浮式单体液压支柱，棚梁采用3.0m DFB3000型钢梁；中层开切眼与中层上顺槽连接处向下15米棚梁采用4.0m，直径18cm以上的圆木，棚腿采用DW25300/100x悬浮式单体液压支柱。 、铁棚支护巷道、采用25#U型钢挂钢筋网支护，每架棚分3节，采用插接方式进行连接，插接长度400mm，每架棚分别由7个卡兰，3道拉带连接

26、固定，钢筋网采用2500mm（长）1050mm（宽），网目为130mm130mm,材质为5mm钢筋。、中层装车（铁棚支护段）采用工字钢梁、焊立柱支护；中层上顺槽开口处采用工字钢梁、25#U型钢可缩腿支护。、木棚支护巷道：采用长度2米、2.5米（直径16cm以上）和3米、4米（直径18cm以上）的圆木。二、支护工艺 （一）、炮掘支护工序的安排及要求1、作业人员进入工作面后首先进行安全检查，无隐患后开始进行延刮板输送机工作，掐接链子时要求刮板输送机头、尾压顶柱架设牢固，刮板输送机机头链子受力方向用旧皮带等设施挡好，防止链子弹起伤人，刮板输送机要求延平延直、构件齐全，链子不能过紧或过松，放炮员同时作

27、好打眼前的准备工作。2、放炮员对工作面进行安全检查，无隐患后开始进行打眼、装药、放炮工作，期间掘进工要做好支护前的准备工作，瓦检员要作好“一炮三检”工作，响炮前班长要组织人员撤离并布置放炮警戒岗哨。3、响炮后，班长、放炮员要对工作面进行安全检查，无隐患后解除警戒岗哨，对工作面进行洒水降尘并组织人员将临时支护安设好，开始出煤（岩），煤（岩）出净后开始确定支护用品位置并进行架设工作，架设后要用板皮、木楔、把帮顶封严封实。4、把工作面剩余的浮煤（岩）及杂物清净。5、施工中的材料要求码放整齐，专用料场的物料要求挂牌管理。6、巷道要严格按照测量部门所给的中心、腰线施工，倾斜巷道施工时，每6-8，迎山1，

28、迎山角度正确。（二）、机掘支护工序的安排及要求1、掘进机割出一排进度后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关，非专职司机严禁操作掘进机。操作人员站在永久支护下，用长柄工具处理干净顶、帮的危岩活石，并进行“敲帮问顶”，确保无问题后，方可挂顶网。2、锚杆间排距按设计要求进行布置，扭矩和锚固力达到要求。（三）、塑料胀套式锚杆安装方法1、将胀套锚杆金属杆体头部焊有螺母一端依次套入平垫、胀套塑料锥体；2、将金属杆体头部螺纹拧入塑料锥体螺母，用金属杆体将塑料锥体连同塑料胀套平稳推入钻孔底部，且使塑料胀套与塑料锥体吻合。3、上好连接器，开动风钻，缓慢向眼底推进，使胀套紧贴在孔壁上，产生自锁完

29、成初锚。4、再上好托盘，用力矩扳手紧固螺丝，紧固力矩达到90110Nm，从而完成终锚，安装完毕。5、用直径42mm钻头钻孔，钻孔直径控制在42+2mm，钻孔深度为1.8m，钻孔必须清除粉尘沙粒，钻孔必须直。6、运输、储存塑料胀套式锚杆时，严禁人力撞击塑料部分，避免塑料出现裂纹、断裂等影响其物理性能。 第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法一、中层下顺槽、装车、开切眼开口施工方法1、施工前地测部门必须提前标定开门位置，标定巷道中、腰线，施工单位严格按线施工。2、在皮带巷内拉门前，先由专职电工在拉门点处安设好声光信号系统及挡煤设施，并在拉门口往里10m处皮带底槽安设一道扫煤器。3、放炮前必须

30、对拉门口左右各10m的巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，电器、胶带输送机架子、管路、电缆等用旧皮带、板皮等挡盖好，防止损坏，并清理干净巷道内的各种杂物。4、开拉门前，应提前按设计要求安设局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。5、开拉门时必须响小炮，多循环、短距离进米，且必须坚持“敲帮问顶”制度，及时用长把工具挑落离层的煤、岩体，给好抬棚并架设牢固。二、中层上顺槽开口施工方法1、施工前地测部门必须提前标定开门位置，标定巷道中、腰线，施工单位严格按线施工。2、开拉门前，应提前按设计要求安设局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。3、开拉门前，先按集中轨道巷左四片上层上顺槽集中轨道

31、巷与左四片上层上顺槽交叉口的顺序架设铁棚（详见中层上顺槽开口支护大样图，上层上顺槽7架，中层上顺槽与集中轨道巷交叉口8架，集中轨道巷3架；对棚抬棚架设完毕后，下帮铁腿及梁子用锚杆固定牢固，上帮铁腿之间用链子固定牢固），以上铁棚架设完毕后，进行开拉门工作。开拉门最初7.6米采用锚网梁索、铁棚联合支护。巷道掘进距离达到1.05米时，及时采用锚杆、钢筋梁及钢筋网等材料进行支护，然后按开口支护大样图支护布置进行架设铁棚（每根钢梁用两根锚杆进行加固），以此类推，直至将开口处的工字钢铁棚架设完毕后，采用25#U型钢铁棚支护（20架）。4、25#U型钢可缩腿分两节，每节间用两道卡兰固定，每节搭接长度为40c

32、m，卡兰要进行紧固，确保牢固可靠，铁棚后挂钢筋网，网后要封严封实，钢筋网间用14铁线连接，网扣间距不得大于20cm。5、施工时，由于巷道较高和支护材料较重，架棚时须搭设牢固的作业平台。6、整个施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度，及时用长把工具挑落离层的煤、岩体，并指定专人监护顶板，发现巷道压力忽然增大或有冒顶危险时，要立即停止施工，所有人员撤至安全地点。7、第一段中层上顺槽采用掘进机进米，拐弯后施工第二段中层上顺槽，前70米采用掘进机及30T刮板输送机运煤，安装胶带输送机后采用掘进机进米。（此段巷道采用锚网梁索进行支护）第二节 凿 岩 方 式一、炮掘施工方式1、打眼过程中，严格执行爆破图表中的

33、炮眼位置、数量及其他参数，如现场实际有变化，必须补充相应的技术安全措施后，方可进行作业。2、设备配备：ZQS-50/1.6S 气动手持式钻机、SGW-30T刮板输送机、SGW-40T刮板输送机、DSP1040/800胶带输送机等。3、工艺流程：钻眼前准备钻眼检查瓦斯装药、放置水炮泥和炮泥、连线检查瓦斯洒水降尘撤人放警戒爆破检查瓦斯及爆破效果洒水降尘、维护顶板、架设临时支护出煤打帮、顶锚杆架棚。二、机掘施工方式1、设备配备：EBZ55型掘进机、ZQS-50/1.6S气动手持式钻机、SGW-30T刮板输送机、SJ-650胶带输送机。 2、工艺流程：开机前准备（运料）掘进机割、运、装清浮煤临时支护铺

34、网、联网打顶锚杆打帮锚杆下一个循环。附图 30：【炮掘工艺流程图】附图 31：【机掘工艺流程图】附图 32：【掘进机截割顺序图】附图 33：【设备平面布置示意图】第三节 爆 破 作 业1、炸药使用矿用乳化炸药，毫秒延期电雷管起爆。2、装药结构：反向装药结构。3、起爆方式：起爆使用MEd100（200）型防爆发爆器，联线方式为串联。附图： 34：【中层下顺槽爆破说明书】35：【中层开切眼爆破说明书】36：【中层开切眼（安装采煤机段）爆破说明书】37：【装车（锚网梁支护）爆破说明书】38：【装车（铁棚支护）爆破说明书】39：【装车（木棚支护）爆破说明书】40：【中层下顺槽胶带输送机机头硐室爆破说明

35、书】 41：【中层下顺槽开关室爆破说明书】42：【中层下顺槽刮板输送机机头硐室爆破说明书】43：【中层上顺槽水仓爆破说明书】 44：【中层下顺槽水仓爆破说明书】 45：【绞车硐室爆破说明书】46：【炮眼反向装药示意图】第四节 装 载 与 运 输一、装煤（岩）方式1、机掘时由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机第一运输机、桥式转载机将煤装载至胶带输送机运出。2、炮掘时采用人工将煤攉至刮板输送机，通过刮板输送机运至胶带输送机运出。二、运输方式 1、施工中采用SGW30T刮板输送机、SGW40T刮板输送机、SJ650胶带输送机及DSP1040/800胶带输送机运煤（岩），运料采用无级绳连续牵引车及人力推

36、车。 2、运煤过程中直径大于30cm的大块必须打碎，各个转载点要洒水消尘。 3、使用无级绳连续牵引车及绞车运输材料时，必须严格执行“行车不行人、行人不行车、行车放警戒”的规定，推车要在车后推车，严禁在矿车两侧推车。4、人力推车时，每人每次只准推一辆车，同向推车的间距，在巷道坡度小于或等于5时，不得小于10m；巷道坡度大于5时，不得小于30m；巷道坡度大于7时，严禁人力推车。附图47：【运输、行人系统示意图】第五节 管线和风筒敷设 在掘进施工中所敷设的电缆，防尘、防火管路，风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂整齐牢固，具体要求如下： 1、防尘、防火管路接头要严密，不能漏水，距工作面20m范围内要使

37、用防尘胶管。2、风筒使用直径60cm的阻燃风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒口距工作面的距离不得超过10m。3、电缆与供水管在巷道同一侧敷设时，电缆必须敷设在管路上方，并保持0.3m以上的距离。4、巷道内的信号及通讯电缆与电力电缆分挂在巷道两侧，如果受条件所限，信号及通讯电缆应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。5、导风筒应吊挂在巷道非行人侧，并与电力电缆分开挂在巷道两侧。附图48：【架棚巷道风筒、管路吊挂示意图】附图49：【锚网梁巷道风筒、管路吊挂示意图】附图50：【铁棚巷道风筒、管路吊挂示意图】第六节 设备及工具配备设备及工具配备见表序号名 称型 号单 位数 量1掘 进 机EBZ55台12刮

38、板输送机SGW30T台2SGW40T3胶带输送机SJ650台1DSP1040/800台14风 钻ZQS-50/1.6S台45风电闭锁真空电磁起动器QBZ（120+400）/1140（660）BSF台26胶带真空电磁起动器QBZ200台27涨紧绞车真空电磁起动器QBZ80台18信号照明综保ZBZ4.0台29综掘机电控箱KXBZ100/1140(660)E个110气动隔膜泵BQG100/0.3个211风炮G10个212无级绳连续牵引车SQ-55B 台2第五章 生 产 系 统第一节 通 风一、通风方法的选择及说明1、掘进巷道采用压入式通风。2、左四片中层上顺槽拉门时（左四片上层回采工作面回采结束前）

39、，局部通风机安设在左四片集中轨道巷内距中层上顺槽拉门口向外大于10m处；左四片上层回采工作面回采结束封闭后，局部通风机安设在左四片集中轨道巷绕道车场内；左四片中层下顺槽装车拉门时，局部通风机安设在左四片集中皮带巷绕道车场内。3、局部通风机安设地点距巷道回风口不小于10m，离地高度大于0.3m，并安设风电闭锁装置。4、风筒使用胶质抗静电阻燃风筒，直径为600mm，过墙风筒必须采用硬质风筒。风筒接口严密，无破口，风筒延接及时，保证风筒出风口距工作面距离不超过10m。5、局部通风机实现“双风机、双电源”、自动切换，并采用“三专供电”，局部通风机具有风电闭锁功能。6、局部通风机要由专人负责，保证正常运

40、转，并挂牌管理。二、通风计算依据扎煤公司矿井风量实施细则进行计算。1、按瓦斯或二氧化碳涌出量计算掘进工作面需要风量Q掘 =100qK =1000.422=84 m/min 式中：Q掘 掘进工作面需要风量q 掘进工作面回风流中瓦斯或（二氧化碳）的绝对涌出量。根据2012年灵北煤矿瓦斯等级鉴定报告确定掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.06m/min，二氧化碳绝对涌出量0.42 m/min，q取值为0.42 m/minK 瓦斯涌出不均衡通风系数2、按掘进工作面炸药量计算需要风量Q掘=25A=258.55kg=213.75m/min式中：Q掘掘进工作面需要风量；m/min A一次爆破炸药最大用量6.75kg

41、。其中左四片中层上顺槽一次爆破炸药最大用量 5.55kg；左四片中层下顺槽一次爆破炸药最大用量 8.55kg；左四片中层开切眼一次爆破炸药最大用量6.75kg，确定A值为8.55kg。3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量Q掘=4N=414=56 m/min式中：Q掘掘进工作面需要风量；m/min N 掘进工作面每班作业最多人数 4 掘进工作面每人需要风量4m/min4、按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘=Q扇IKf =18011.2=216m/min式中：Q掘掘进工作面需要风量；m/minQ扇掘进工作面局部通风机的额定风量180m/minI 掘进工作面同时运转的局部通风机台数1台Kf

42、为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.35、掘进工作面实际需要风量掘进工作面实际需要风量216 m/min。6、按风速进行验算1)、左四片中层上顺槽风速验算V= Q掘/60S=216/（608.03）=0.45m/s 式中：V左四片中层上顺槽风速，m/sQ掘 掘进工作面实际需要风量216m/minS左四片中层上顺槽净断面积8.03通过验算左四片中层上顺槽风速为0.45m/s，符合煤矿安全规程关于掘进巷道岩巷风速不得小于0.15m/s，煤巷或半煤岩巷风速不得小于0.25m/s，风速不得大于4m/s的规定。2)、左四片中层下顺槽风速验算V= Q掘/60 S=216/（605.75

43、）=0.63m/s 式中：V左四片中层下顺槽风速，m/sQ掘 掘进工作面实际需要风量216m/minS左四片中层下顺槽净断面积5.75通过验算左四片中层下顺槽风速为0.63m/s，符合煤矿安全规程关于掘进巷道岩巷风速不得小于0.15m/s，煤巷或半煤岩巷风速不得小于0.25m/s，风速不得大于4m/s的规定。3)、左四片中层开切眼风速验算V= Q掘/60S=216/（605.88）=0.61m/s 式中：V左四片中层开切眼风速，m/sQ掘 掘进工作面实际需要风量216m/minS左四片中层开切眼净断面积5.88通过验算左四片中层开切眼风速为0.61m/s，符合煤矿安全规程关于掘进巷道煤巷或半煤岩巷风速不得小于0.25m/s，风速不得大于4m/s的规定。7、通过风速校核符合煤矿安全规程要求，故确定掘进工作面需要风量不小于216m/min，不大于1380 m/min。8、局部通风机选型根据左四片上层掘进工作面实测风筒百米漏风率小于1.0%，风筒百米漏风率按1.0%计算，左四片中层上顺