掘进作业规程.doc

第一章 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称 本作业规程适用于2-1煤层25下山采区25072下巷的掘进作业。 二、掘进用途 2-1煤层25下山采区25072下巷用于25072工作面回采时的皮带运输、进风。 三、巷道设计长度、坡度及服务年限 25072下巷开口后设计长度预计为 1000 m，开口处煤层倾角12服务年限12个月。 切眼长168m。 四、预计开竣工时间 本掘进工作面自2008年3月开工，预计2008年7月竣工。 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 采区设计说明书名称为25采区设计说明书，批准时间为2000年1月。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为25072工作面掘进地质说明书，批准时间为2008年2月。 三、矿压观测资料 地质构造处于应力集中区。其详细数据参考邻近25070工作面。 第二章 地面位置及水文地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 1、25072工作面地面相对位置为上高沟村南部的丘陵山地。地面标高536～589。 2、25072工作面井下位置位于25区首个二分层工作面，其上部为25050工作面（已采）的一部分和25070一分层工作面（已采）的大部分，东为23采区下山煤柱，南为25090一分层工作面（已采），西为25采区下山保护煤柱，北为25050工作面（已采）。井上、下对照关系见表1。 第二节 煤（岩）层赋存特征 表1 井上、下对照关系表 水平名称 -200水平 采区名称 25下山采区 地面标高/m 536～589 井下标高/m -300～-380 地面的相对位置建筑物 上高沟村南部的丘陵山地 井下相对位置对掘进巷道的影响 位于25区首个二分层工作面，其上部为25050工作面（已采）的一部分和25070一分层工作面（已采）的大部分，东为23采区下山煤柱，南为25090一分层工作面（已采），西为25采区下山保护煤柱，北为25050工作面（已采）。 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 影响不大 一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距 25072下巷沿25070采空区下方、留顶煤、沿煤层底板掘进，煤层厚2.8m左右，含夹矸1-3层，结构复杂，多为炭质泥岩，砂质泥岩； 煤层老顶为细砂岩，直接顶为泥岩，厚约20m，直接底为砂岩，厚约5m。顶、底板岩性。 煤层顶底板综合柱状图 顶、底板岩性特征 顶底板名称 岩石名称 厚度/m 岩性特征 老 顶 细砂岩 12 块状，灰白色，具含水性 直接顶 泥岩 20 泥岩冒落后胶结再生 直接底 砂岩 5 浅灰色，致密坚硬 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 该工作面煤层瓦斯涌出量约为1.2m3/min属低瓦斯煤层，煤层有自燃性，发火期一般为1个月。煤尘爆炸指数为41.57 第三节 地质构造 煤（岩）层走向112～128，倾向202～218，倾角为12，结构简单，夹矸0～3层，单层厚0.1～1.2米，岩性一般为碳质或砂质泥岩。 根据25072下巷工作面揭露的地质构造，预计工作面受上巷地质构造较为复杂，掘进时将遇到煤层底板隆起、煤层变薄、顶板破碎及片帮底鼓、冲击地压等现象，将对沿底板掘进造成较大影响。 第四节 水文地质 该面上部25070工作面一分层回采时，在断层构造带附近曾出现顶板大量滴淋水现象，工作面最大涌水量70m3/h，当时用泵及时排出，25050工作面再回采时也发生多次顶板出水情况，尤其是在F2504断层以西段出现大量滴淋水现象，最大涌水量在100m3/h以上。以上两面分别在2004年和2001年回采结束，目前上覆老空岩层基本稳定，无涌水现象，但采空低洼处有存水的可能，预计该面在掘进过程中，由于新采动，很可能出现涌水现象。建议施工中铺设排水设备，加强探放水，制定防排水方案和完善各种措施。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷 道 布 置 25072下巷首先在25区回风巷C点开口，按方位角N115方向掘进，然后距停采线处按8下坡掘进扎入到工作面停采线二分层（留顶煤2米）。最后，留1米左右顶煤、沿底板施工掘进（备注若遇渣底，可沿留0.5米→1.0米煤底掘进，便于将来底鼓落煤底方便）。直至掘至设计开切眼位置。预计巷道开口后掘进总长1000m。25072采用4.0米工字钢棚梯形断面，下宽为4.8m，顶梁以下至底板高为2.6m。切眼长度中–中180m，开口方位30；切眼总宽度6.2m，切眼净高2.6m；切眼正头安装绞车窝深6.0m，净宽3.0m，净高2.6m；切眼内两个机窝（滚筒窝）中心距及位置由机械化科确定，机窝规格宽3.0m深2.0m高2.6m。 第二节 矿 压 观 测 根据锚杆支护质量标准化要求，该施工巷道要进行顶板离层监测、顶底和两帮移近量监测、锚杆和锚索载荷监测，观测内容、目的及手段见表3。 表3 矿压观测内容、目的及手段一览表 序号 观测内容 观测目的 测试手段 1 巷道表面位移 监测巷道相对变形量，从而判定稳定性 测杆、测枪 2 顶板离层 监测顶板稳定状况，及时采取安全措施 离层指示仪 3 锚杆受力 检测锚杆强度是否合适，以调整密度 锚杆液压枕 4 螺母拧紧 力矩 检查锚杆安装质量 扭力扳手 顶板离层监测每隔50m（顶板破碎段每隔30m）设置1处，巷道表面位移监测设置3～5处，锚杆、锚索承载监测设置1～2处，螺母拧紧力矩每班必须抽查，所需仪器数量见表4。 表4 观测仪器一览表 序号 名称及规格 数量 备注 1 测杆（或测枪） 4 2 离层指示仪 15套 3 敏感型锚杆液压枕 72套 3个测面 4 锚杆拉力计（20t） 4台 5 扭力扳手 3把 第三节 支护设计 1 确定巷道支护形式 25072沿25070下巷下扎变坡区段移11.4米施工；根据巷道支护经验，除步确定25072下巷采用4.0米工字钢双棚梯形断面。25072切眼及两个机窝，采用“矩形”断面，架工字钢梯形棚支护；绞车窝采用“工字钢双棚梯形”断面，采用工字钢双棚支护。 2 支护参数的确定 根据25072下巷沿采空区下方留顶煤、沿底板掘进的特点，地压不大，同时参照以往巷道的支护经验，初步确定25072下巷采用36U型钢腿4m12矿工钢梁梯形棚，棚距中-中0.5m；25072切眼及两个机窝，采用“矩形”断面，架工字钢梯形棚支护；绞车窝采用“工字钢双棚梯形”断面，采用工字钢双棚支护。切眼架设6.2m长12矿工钢2.8m单体液压支柱棚,一梁四柱，切眼断面设计为矩形,棚距0.5米 帮锚杆选用φ18mm1800mm等强螺纹锚杆。帮锚杆间、排距 4.8m断面下帮锚杆排距700mm，上帮锚杆排距750mm，上、下帮锚杆间距均为750mm。 锚索选用φ17.8mm8000mm、1860级低松弛钢绞线； 4.8m断面锚索三排，排距1200mm ，距上下帮各1250mm，锚索间距1500mm。 顶锚杆锚固力不小于70KN，扭力矩不小于100N.m；帮锚杆锚固力不小于30KN，扭力矩不小于60N.m；锚索预紧力不小于120KN，锚索张拉压力表数值当班打不小于31.5MPa, 锚固力不小于207KN；经24小时后，锚索张拉压力表数值检测不小于35Mpa，锚固力不小于230KN。 第四节 支 护 工 艺 1 支护形式及材料规格 1. 支护形式 ㈠外段煤柱沿顶区段 （1）沿顶区段顶板采用80mm宽异型钢带、锚杆、锚索、菱形金属网联合支护。 ⑵沿顶区段两帮均采用塑料编织网、树脂锚杆支护。 ⑶沿顶区段4.0m断面顶板锚索布置三排，排距1000mm ，距帮各1000mm，锚索间距1500mm。 ⑷沿顶区段3.0m断面顶板锚索布置2排，排距1500mm ，距东帮1.0m，锚索间距1500mm； ⑸沿顶区段机窝架工字钢梯形双棚支护，间距0.5mm。 ⑹锚索托梁与钢带平行布置。顶板较好时，锚索滞后窝头最大距离不超过15m，顶板压力大或破碎时，锚索紧跟窝头。 ㈡ 下巷下扎变坡区段 （1）下巷采用不规则梯形断面。 （2）先锚网索支护后，后架4.0m规格半圆拱形36U型钢棚； （3）切眼及绞车窝（留顶煤区段）采用锚网支护4.8m端面，均采用4.4m规格半圆拱形36U型钢棚支护。 2. 支护材料规格 ①25072下巷下扎变坡区段架棚支护材料规格 工字钢棚 4000mm梁2800mm腿12号36U型钢腿单棚 帮钢筋梯 2600mm 0.06m 4孔孔距0.8m 钢筋Φ12mm； 帮钢筋梯 3400mm 0.06m 5孔孔距0.8m 钢筋Φ12mm； 顶菱形金属网 4000mm 1700mm； 帮塑料网 2600 mm 1700mm； ②25072下巷煤柱锚杆支护支护材料规格 帮钢筋梯2600mm 0.06m 4孔孔距0.8m 钢筋Φ12mm； 顶菱形金属网 4000mm 1700mm； 帮塑料网 2600 mm 1700mm； 树脂药卷 CK2340型 、 K2350型树脂药卷； 锚 具 YM130－ⅢB型液压单孔锚杆钻机。 二、支护工艺及要求 一 临时支护 （1）25072巷架棚临时支护采用掘进机专用托梁器，切割臂上抬托起顶紧金属网进行临时支护； （2）25072下巷沿顶区段锚网索支护临时支护采用金属网及两根4m长前探梁和4个专用吊环卡具支护；或先锚固中线处一根顶锚杆，铺上钢带梁，然后在切割头竖放一根圆木点柱，利用掘进机升降油缸伸出，使切割臂上抬顶紧钢板梁的另一头，进行临时支护。临时支护的每根前探梁分别用两道吊环卡具固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用木托板支垫。 （3）前探梁及吊环规格 前探梁18Kg/m以上轨道，长4.0m以上。 吊环用厚度为12mm钢板制作的专用吊环（长方形吊环）。 （4）吊环的固定 直接拧在顶锚杆上。 二 临时支护工艺、工序及要求 1、留煤顶架棚临时支护工艺、工序及要求 ①留煤顶架棚掘进机截割一个循环进度后，操作人员站在永久工字钢棚支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮活煤（矸），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久工字钢支护下，挂联一片顶网，按中线调整好工字钢梁位置，利用掘进机升降油缸伸出，使综掘机切割臂专用托梁器上抬托起金属网及工字钢梁并顶紧，并用木托板支垫梁头使其紧贴顶板。 ②上梁时，不得少于5人，1人监护顶板及煤帮并协调指挥、2人托起上帮梁头、另2人托起下帮梁头。 ③利用掘进机升降油缸伸出，使切割臂上抬顶紧顶板只能作为辅助临时支护。 ④加强顶板管理，发现煤顶压力大、离层、冒顶、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打加强戴帽木支柱支护后，方可继续施工。 ⑤当顶板严重不平，无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用3根以上带帽木支柱进行临时支护。 2、25072沿顶区段锚网索支护临时支护工艺、工序及要求 ①沿顶区段锚网索支护掘进机截割一个循环进度后，操作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮活煤（矸），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，挂联一片顶网。顶网联好后，在紧靠窝头两排锚杆上上好吊环，施工人员及时顶起网，前移前探梁，并用前探梁托起钢带，按中线调整好钢带位置，并用木托板支垫使其紧贴顶板。 ②穿前探梁时，不得少于5人，1人监护顶板及煤帮并协调指挥、2人顶起网和钢带、2人穿前探梁。 ③探梁移到窝头后，在最后一个吊环的上面用木托板背紧前探梁道轨。利用掘进机升降油缸伸出，使切割臂上抬顶紧顶板只能作为辅助临时支护。 ④加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打加强戴帽支柱支护后，方可继续施工。 ⑤打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打完所有顶锚杆后，再打帮锚杆。 ⑥当顶板严重不平，无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用3根带帽支柱进行临时支护。 （三） 最大、最小控顶距 ①25072下巷及切眼（留顶煤区段）架棚支护最大、最小控顶距 1、煤顶破碎时最大控顶距不超过0.8m即每循环只准许架一个单棚。 2、煤顶稳定时最大控顶距不超过1.2m，即每循环只准许架两个单棚。 3、其最小控顶距不超过0.1m。 ②25072下扎变坡区段锚网（索）支护最大、最小控顶距 1、顶板破碎时最大控顶距不超过0.9m即每次放炮后锚顶半网，靠窝面的网边打注锚杆。 2、煤巷锚网（索）支护，顶板稳定时最大控顶距不超过1.7m，即每次放炮后锚顶一网，靠窝面的网边可以不锚。 3、其最小控顶距不超过0.1m。 4、 “顶板破碎”定义解释 有下列情况之一者，属“顶板破碎” ① 综掘条件下沿顶截割后，伪顶和直接顶随割随破碎脱落、冒顶0.5米以上，且顶板凹凸不平，或形成拱形冒顶。 ② 当班截割后，沿顶顶板暂时平整；但1--2天后，随着工作面向前推进，原锚网索支护巷道顶板一直跟随窝面出现网兜、破碎现象。 ③ 综掘条件下留煤顶截割后，煤顶随割随破碎脱落、冒顶0.5米以上，且顶板凹凸不平，或形成拱形冒顶。 ④ 当班截割后，留煤顶顶板暂时平整；但1--2天后，随着工作面向前推进，原架棚支护巷道煤顶一直跟随窝面出现网兜、破碎现象。 （四） 永久支护 1．施工顺序 上巷及切眼（留煤顶）架棚支护施工顺序 安全检查→截割够一个循环距离→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→开始吊联顶网→上前探梁（抬升掘进机截割头顶紧顶板作为辅助临时支护）→联顶网→锚帮→认腿→戴工字钢梁→滞后23130上巷正头50米再喷射混凝土封闭顶帮。 2．安装沿顶区段顶板锚杆 （1）进行临时支护铺设金属网、上钢带。 （2）施工顶板锚杆孔采用一台锚杆钻机按钢带孔位由巷道中间向两边施工锚杆眼。顶板锚杆孔深2200mm。 （3）送树脂药卷穿过钢带孔眼向锚杆孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 （4）搅拌药卷用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后升起钻机推进锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停升钻机，搅拌20～30s后停机。 （5）紧固锚杆60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下剪断定位销，托盘快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力，钻机输出扭矩大于或等于70N.m，最后在窝头采用人工加扭的方式将扭矩增加至100N.m以上。 3．安装帮锚杆 （1）两帮连接塑料网、铺设钢筋梯梁。 （2）按设计部位施工巷道帮锚杆孔采用煤电钻，1800mm长煤钻杆，Φ27mm钻头，打1750mm深孔。 （3）送树脂药卷穿过钢筋梯眼孔向锚杆孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 （4）搅拌树脂用连接套将煤电钻与锚杆螺母连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动煤电钻边搅拌边推进，推入孔底搅拌20s后停止搅拌。 （5）安装锚杆30s后再次开动钻机，将托盘快速压紧岩面，安装完毕，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至60N.m以上。 4．安装锚索 （1）施工顶板眼施工眼孔深为7750mm。 （2）送树脂药卷向孔内按顺序分别装入2节CK2340和2节K2350药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。 （3）搅拌树脂用搅拌接头将钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌20s后停机。 （4）张拉钢绞线用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为120KN。张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。张拉千斤顶压力表当班打必须达到31.5MPa以上。经24小时后再检测必须达到35Mpa。 （五）锚网索支护技术要求 （1）顶锚杆间、排距均为750mm。 （2）帮锚杆间、排距 4.8m断面下帮锚杆排距700mm，上帮锚杆排距750mm，上、下帮锚杆间距均为750mm。 （3）锚杆外露长度从托板螺帽上面算起不大于50mm、不小于30mm。 锚固力顶锚杆不小于70KN，帮锚杆不小于30KN。 螺母扭力矩顶锚杆不小于100N.m，帮锚杆不小于60N.m。 （4）顶锚杆角度不小于75，遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙面；帮锚杆垂直巷帮布置；顶板两端锚杆角度以巷帮铅垂边线30向顶帮打入，巷帮底锚杆与巷帮铅垂边线成80打入。 （5）顶帮锚杆托盘必须紧贴钢带，顶板边锚杆斜托盘方向应安设正确，不得有扭斜、倒置现象，锚杆扭力矩达到设计要求。 （6）顶锚杆每孔分别按顺序使用CK2340、K2350各1节，要求CK2340药卷在眼底；帮锚杆每孔分别按顺序使用CK2340、K2350各1节；锚索分别按顺序使用2节CK2340和2节K2350药卷，CK2340药卷装在眼底。 （7）锚杆、锚索搅拌时间为20～30s，搅到眼底后，必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机，锚杆开始预紧，锚索开始张拉，张拉前必须找平眼口 。 （8）锚杆必须做拉力试验，煤巷必须做顶板离层监测。 （9）锚杆间、排距误差不超过-100～0mm。 （10）顶锚杆孔深为2200mm，误差0～50mm；打顶锚杆使用液压钻机，使用ZTYΦ29mm羊角钻头。锚固失效的锚杆，必须在横向方向上0.3m范围内及时补打。 （11）帮锚杆孔深为1750mm，误差0～50mm；打帮锚杆使用煤电钻，使用Φ27mm羊角钻头。并用煤电钻戴上套头拧紧帮螺母。若拧不紧时，必须卸下重新打。 （12）锚索孔深7750，误差0～50mm；严禁随意截短钢绞线。 （13）锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN。锚索打注24小时后，涨拉机具压力表显示不低于35Mpa。 （14）锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度从托梁索头上面算起不超过250mm。 （15）当顶板比较完整时，除顶部锚杆紧跟窝头外，顶部锚索支护可滞后窝头15m，两帮锚杆支护可以滞后窝面5m；当巷道顶板破碎时，顶部锚索应紧跟窝头。 （16）顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷铺设。相邻网必须搭接150mm以上，并每隔200mm用14号铁丝连接一道，拧紧不少于3圈。帮网连接用塑料皮条连接。同时，顶帮网必须铺平，铺展，不得有折皱现象。 （17）要经常巡查巷道顶板情况，发现断锚杆、断锚索时，要及时补打。 （18）严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。 三、 施工质量标准（见表5） 表5 质量要求及允许误差/mm 合格 优良 1．锚杆、钢带、锚索等材料规格、品种、结构、强度 符合设计、作业规程及规范规定 2．锚固剂的材质、 配比、规格、强度 符合设计、作业规程及规范规定 1．巷道净宽 -50～200 0～150 2．巷道净高 -50～200 0～150 3．锚固力（锚杆） 最低值不小于设计值的90 最低值符合设计值 4．锚索预紧力 最低值不小于设计值的90 最低值符合设计值 5．锚杆锚索施工质量 安装牢固、托板紧贴煤壁无松动 完全符合设计标准 6．铺网质量 符合作业规程规定 检查项目 允许误差 1．锚杆间排距/mm -0～0 2．锚杆（锚索）孔深/mm 0～50（0～100） 3．锚杆角度/（0。） 符合设计要求，≥75 4．锚杆外露长度/mm 露出螺扣上面30～50 5．钢带间距/mm -50～0 6．锚索预留长度/mm 150～250 7．锚索间距/mm -100～0 第四章 施 工 工 艺 第一节 施 工 方 法 25072工作面上巷及切眼采用全断面一次成巷方法，掘进与支护按顺序作业。 1、掘进方式及设备 前期采用炮掘（后期扩切眼也采用炮掘）。 2、综掘机最大、最小循环进尺及综掘刨头切割方法 综掘机最大循环进尺1500mm，最小循环进尺800mm。 3. 综掘刨头切割方法 煤顶稳定时，一般由巷道底部向顶部切割；煤顶较破碎时，应先从巷道顶部切割，并立即架好前探梁，护好顶，再向下切割。 4. 设备及工具配备 P–30B耙斗机一部、JD-11.4KW小绞车2台、YM130-ⅢB型液压锚杆钻机三台。 5. 炮掘 放炮后出煤由25072下巷P–30B耙斗机经25070斜石门、25采区皮带下山、-200m水平煤仓、暗主斜井皮带、主斜井皮带、最后到达地面。 煤巷架棚工艺流程图详见图7 煤巷锚网索工艺流程图详见图8 6. 永久支护为架棚支护时，临时支护必须采用前探梁支护，支护紧跟工作面。切割臂上抬顶紧顶板只能作为辅助临时支护；永久支护为全锚网索支护时，临时支护必须采用前探梁支护，支护紧跟工作面。切割臂上抬顶紧顶板只能作为辅助临时支护。 7. 按生产科给定的施工中线，上巷沿留顶煤2.0m左右及留底煤0.5m～1.0m左右的层位掘进。 8. 装载运输采用掘进机装煤，直接上带式输送机的方法。 9. 交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后，方可开工。然后进行工作，每当截割一网后，由班组长和安检员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘等情况，确认安全后，联网，前移前探梁支护，并打紧背牢，然后锚顶、锚帮。以此为一个循环。 第二节 凿 煤 岩 方 式 本规程所施工巷道采用炮掘（后期扩切眼也采用炮掘）。 一、前期炮掘打眼机具 打眼采用煤电钻2台，1台工作、1台备用或打锚帮眼；打锚杆眼采用液压钻机3台。1台工作、1台备用、1台打锚索眼，分别配备Φ38mm2000mm麻花钻杆（正头掘进使用）、Φ28mm1800mm麻花钻杆（巷帮打锚杆使用）、S191200mm中空六方钻杆、S192400mm中空六方钻杆、S191m中空六方套杆（打锚索使用）各2根（套）。Ⅰ回路及Ⅱ回路电力均来源于25区二变电所，经配电开关，使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供工作面煤电钻用电。 二、降尘方法 1、前期炮掘采用水炮泥装炮、放炮喷雾、扒装前洒水、装煤过程中开放水幕的方法降尘。 2、后期采用掘进机内外喷雾，割煤前、后、装煤过程中洒水的方法降尘。 3、距上巷开口60m处设置一固定窗纱净化水幕；距正头30m～50m设置一移动窗纱净化水幕。 4、上巷防尘管路及时续接，每50米（48米）设一个三通闸门。 第三节 前期掘进爆破作业 正常掏槽方式为楔式掏槽法 ，煤层底板隆起区段掏槽方式为扇形掏槽法 。 一、爆破器材 使用煤矿许用乳化炸药，药卷规格为Φ32mm200mm，重200g/节，1～５段毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。 二、装药结构 全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。 三、起爆方式 爆破网络采用大串联全断面一次起爆。 四、炮眼布置图及爆破说明书 炮眼数目和装药量的确定 根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量 Ｑqsln 式中 q----单位炸药消耗量，q0.59Kg/m3（煤）； s----巷道断面积，m2， 取12m2； l----炮眼深度，m，取1.8m； n----炮眼利用率，取0.85； 根据下列公式可算出每循环炮所需炮眼数目 Nqsmn/xp 式中 N----炮眼数目，个； m----每个药卷长度，取0.2m； x-----炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5； p----每个药卷重量，取0.2Kg。 根据以上两公式，确定循环进尺所需炸药量和炮眼数量分别为 Ｑ0.59121.80.8510.8Kg Ｎ0.59120.20.85/0.50.212个 实际炮眼数量取20个。 附图104.0m梁断面炮眼布置图； 附表一4.0m断面爆破参数说明书 第四节 后期掘切眼作业 （1）掘进工艺掘进4m切眼时，采用掘进机施工，自制650型电动滚筒皮带运输。 （2）掘切眼时，风筒安装在切眼西邦,中线偏东邦0.8m。防止风筒影响测中线。 （3）切眼架设6.2m长12矿工钢2.8m单体液压支柱棚,一梁四柱，切眼断面设计为矩形,棚距0.5米。 五、炮掘施工质量技术要求 1．打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同看好施工中线，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。如现场实际如有变化。可由班长、爆破工根据现场情况做适当调整，以保证较好的爆破效果。 2．施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，下巷巷道高度下帮不小于2600mm，上帮不小于3200mm，底板整平。切眼、绞车窝及机窝净高2600 mm.中线至任何一帮的距离允许偏差在-50mm～50mm之间。 六、综掘施工质量技术要求 1．锚顶前必须由跟班队长、班组长、验收员共同看好施工中线，严格按中线打锚杆眼。 2．施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道高度下帮不小于2600mm，上帮不小于3200mm，底板整平。 3．中线至任何一帮的距离允许偏差在-50mm～50mm之间 第四节 装 载 运 输 一、装载运输机具 P–30B耙斗机一部、JD-11.4KW小绞车2台。 二、煤、矸、材料、设备的运输方式 1、运煤路线 掘进工作面→25072下巷→25070下巷斜石门→25皮带下山→25区煤仓→暗主斜井皮带→主斜井皮带→地面。 2、运矸线路 掘进工作面→25072下巷（装矿车）→25回风巷→25平台→－200m水平井底车场→1暗付斜井→＋170m水平井底车场→付斜井→地面。 3、运料及设备路线 运料及设备路线与上述第2条运矸线路线路相反。 第五节 管 线 布 置 在掘进巷道中所敷设的电缆、水管风筒等，均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每1.0m一个，悬挂高度不低于1.6m。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不小于0.2m；风筒吊挂在巷道上帮，吊挂要求平直整齐，不影响运输。风筒出风口到工作面距离不大于5m；水管布置在巷道的下帮行人侧，距底板高度为1m，水管要接口严实，不得有滴水、漏水现象。距工作面20m范围内使用Φ10高压管，20m外使用2寸铁管，要随工作面前进及时延长，并每48m设一三通，以备防尘、防火用水。四寸压风管安下帮，四寸注浆管安上帮（距底板1米处）。 第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况见下表6 设备及工具配备情况表 表6 序号 序号设备、工具名称 规格型号 单位 数量 备注 1 调度绞车 11.4KW 台 2 2 回柱绞车 15KW 台 1 3 耙煤机 25KW 部 1 4 煤电钻 ZMS-1.2B型 部 3 备用一台 5 胶带输送机 650型 部 1 6 控制开关 QC83Z-225 台 4 7 控制开关 QC83Z-80 台 2 8 馈电开关 Exdl-80型 台 2 9 局部通风机 FBON。6.3型222KW 台 2 10 液压泵 YM130-Ⅲ型 部 1 11 液压钻机 YM130-ⅢB型 部 2 12 手压泵 部 1 13 千斤顶 个 1 14 综保 台 3 15 掘进机 EBH-120 部 1 16 激光定向仪 BJZY1型 台 1 第五章 生 产 系 统 第一节 通 风 一、通风方式与供风距离 1．采用局部通风机压入式通风，最长供风距离为1500m。配一台FBDN。6.3型222KW（对旋式）风机为主要通风机，另配一台同型号风机作为备用风机。专供电源为主要通风机供电，动力电源为备用风机供电，即“双风机、双电源”。主要通风机系统出现故障时，备用风机自动投入运行。风筒直径为800mm，并通过特制三通为主要通风机、备用风机两套系统共用。 2．风筒吊挂在巷道上帮，吊挂要求平直整齐，不影响运输。风筒出风口到工作面距离不大于5m。 3．掘进头的风速要控制在0.25～4m/s之间，风筒出风口风量达到规定，风机安装地点25090下巷机电三队泵站适当位置。风量不得低于规定，保证不发生循环通风。 二、掘进工作面的风量计算 1、通风方式及供风距离 采用压入式通风，局部通风机安设在25090下巷10m---20m范围内巷道适当位置。最长供风距离为1500m。 2、风筒口风流的有效射程 采用局扇压入式通风； 风筒口风流的有效射程 L ≤（4～5）S0.5 ＝（4～5）140.5 ＝14.967～18.708（米） 式中 S------巷道掘进断面积m2，取14m2。 根据集团公司有关规定煤巷掘进工作面风筒口至正头距离不能大于5m。 3、按稀释沼气所需计算风量 Ｑ掘＝100q掘K掘 ＝1000.611.8 ＝109.8（m3/min） 式中 Ｑ掘掘进工作面的需风量， m3/min； q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，取0.61； K掘掘进工作面绝对瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。 4、按工作面同时作业最多人数计算风量 Ｑ掘4N＝450＝200m3/min 式中 Ｑ掘掘进工作面的需风量，m3/min N为掘进工作面同时作业的最多人数，（交接班时最多人数48人其他人员2人，取50人） 5、确定局部通风机风量 因掘进巷道长度约为1500m，断面最大14m2考虑设备、设施、矿压及人员等影响，计算时巷道净断面按12m2 ①工作面需风量（风筒末端风量） Ｑh15S1512180（m3/min） 式中 Ｑh掘进工作面的需风量， m3/min； S掘进工作面净断面面积，m2； 15煤巷最低风速0.25m/s的换算系数。 ②计算风筒漏风率 由η100（η/L）100，（）可得 ηη100L/100 ﹦2.51500/100 ﹦37.5 式中 η漏风率，； η100风筒百米漏风率，取2.5； L整列风筒长度,m。 ③确定风机有效风量率 由η（1-Pe）100，。 可得 Pe1-η/100 1-37.5/10062.5 式中 Pe有效风量率， η漏风率，取计算值37.5； ④确定局部通风机吸风量 ＱaＱh/ Pe 180/0.625 288（m3/min） 式中 Ｑh掘进工作面的需风量， m3/min； Pe有效风量率， 6、选择局部通风机 根据计算，选择FBDNO6.3型222KW的局部通风机，其工作风量实测为390 m3/min。采用Φ800mm风筒供风完全可以满足需要。 7、按局部通风机实际吸风量计算 Ｑ掘Ｑa15S 2881511 ＝453（m3/min） 式中 Ｑa局部通风机吸风量，m3/min S局部通风机吸风口至23110下巷石门回风斜巷口的回风流之间的巷道实际断面积，m2。 8、按风速进行验算 1）煤巷掘进最低风量 Ｑmin15 S1512180（m3/min） 2）煤巷掘进最高风量 Ｑmax240S240122880（m3/min） 计算所需局部通风机量为288 m3/min，选用局部通风机实际工作风量为390 m3/min，符合煤矿安全规程110条所规定的风速要求。 三、局部通风机的安装地点 本掘进工作面所用局部通风机为FBDN。6.3型222KW（对旋式）风机，安装在25090下巷10m---20m范围内巷道适当位置。在全风压巷道内且距回风口不少10m处。 附图11通风系统示意图。 第二节 综 合 防 尘 防尘水源来自170m水平，经2暗副斜井→-200m水平东总回风巷→25平台→25回风巷→25072下巷→工作面，分别用6寸、4寸、2寸铁管和Φ10高压管接入工作面。具体防尘措施如下 1．在25072下巷内掘进至少设2道水幕一道为固定水幕，距25072下巷切眼以里80m处；另一道为移动窗纱水幕，距工作面30～50m紧跟掘进机。巷道内沉积煤尘长度必须小于5m，厚度小于2mm。 2．施工过程中， 2寸静压水管必须每隔48m安装一个三通阀门，水管吊挂平直，距底板1m。 3．防爆水袋应设置在距工作面60m～200m处，且长度不小于20m，水袋之间的间隙不大于1.5m，水袋边与巷壁、顶板之间的距离不得小于0.1m，距底板不应低于1.8m。防爆水袋应随工作面掘进及时前移。 4．转载点处设喷雾洒水装置，割煤前、后要进行喷雾洒水。要求各转载点喷雾必须做到开机开水、停机停水。 5．定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周冲洗1次。 6．对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。 7．防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。 8．个人防护要按规定配戴防尘口罩。 第三节 防 灭 火 1．掘进巷道的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。带式输送机机头、机尾前后20m范围要用不燃性材料支护，带式输送机机头、机尾按规定配备灭火器材，底输送带下及机尾的浮煤要及时清理。 2．遇火灾时，应根据火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可行的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在