I主運掘進工作面作業(yè)規(guī)程新

1、目 錄第一章 概 況第一節(jié) 概 述一、巷道名稱：010907主運順槽。二、巷道性質：回采巷道，全部為煤巷。三、巷道用途：運輸、進風。四、設計長度：010907主運順槽長度為2381.414m。五、服務年限：1年半。六、計劃開工時間：2012年8月1日；計劃竣工時間：2013年4月30日。第二節(jié) 編寫依據(jù)一、地測部門提供的地質說明書。二、生產辦原設計說明書及圖紙。三、依據(jù)煤礦作業(yè)規(guī)程編制指南（煤炭工業(yè)出版社）及其他技術規(guī)范。四、依據(jù)煤礦安全規(guī)程、操作規(guī)程、煤炭法、礦山安全法、安全生產法安全生產的法律、法規(guī)、規(guī)章、規(guī)程、標準和技術規(guī)范等。第二章 010907工作面掘進地質說明書一、工作面的范圍與鄰

2、區(qū)及地面的關系工作面位于主、輔運上山南翼的第5勘探線第8勘探線范圍之間，工作面開切眼至設計停采線走向長2230m，傾向寬220m，面積490600。根據(jù)現(xiàn)有資料，工作面西南部有沙坪煤礦，其井田邊界距離本掘進工作面最近為50m，工作面東南部為井田邊界，工作面北部為9號煤層主、輔運上山，西部相隔30m為905工作面（現(xiàn)回采），東部為未開采煤體。工作面對應地表為山西西北部黃土高原中低山區(qū)地形，地表沖刷溝較多，地面最低點在工作面的西北部，標高為985.8m，下部煤層底板標高為911.2m，煤層埋藏深度為74.6m；地表最高處在工作面的中部，地表標高為1116.8m，下部煤層底板標高為930m，煤層埋藏

3、深度186.8m。二、工作面范圍內煤（巖）層產狀和地質構造的主要特征工作面掘進區(qū)域煤（巖）層大體向北西方向傾斜，煤層傾角在1°4°之間，據(jù)勘探報告，工作面內無斷裂構造，工作面內煤巖層節(jié)理、裂隙發(fā)育。據(jù)現(xiàn)有資料，工作面內煤層無河流沖刷變薄現(xiàn)象。工作面內無巖漿巖侵入。三、工作面煤層情況工作面內煤層賦存較不穩(wěn)定，煤層厚度變化于2.804.60m之間，純煤厚度變化于1.803.60m之間，在第6第7勘探線間，煤層厚度變化較大，煤層厚度變化于2.804.60m之間，含有14層夾矸，SZK6-1鉆孔揭露煤層的中上部夾矸厚度達0.65m，煤層厚度較穩(wěn)定,工作面總體煤層厚度為西南厚,東北薄

4、。工作面內煤層平均厚度為4.16m，純煤平均厚度為4.10m，煤層平均結構為：0.67（0.55）1.03（0.31）0.80（0.20）0.60。 四、工作面頂?shù)装迩闆r1、頂板情況工作面頂板多為粗細砂巖，有少量粉砂巖及泥巖。在第5勘探線SZK5-3鉆孔揭露煤層頂板為14.42m厚的粗砂巖，淺灰白色，成分以石英為主，泥質膠結，分選差，粒度由上至下漸變大，節(jié)理發(fā)育，（極限抗壓強度：干燥60.078.0/70.03MPa）；往上為3.50m厚的泥巖。在第6勘探線SZK6-1鉆孔揭露煤層直接頂板為2.60m厚的粉砂巖，灰色、厚層狀，往上老頂為11.80m厚的含礫粗砂巖，灰白色，巨厚層狀，成分以石英、

5、長石為主，分選差，硅質膠結，堅硬；SZK6-4鉆孔揭露煤層偽頂為0.80m厚的粉砂巖，往上為0.85m厚的細砂巖，老頂為4.65m厚的粗砂巖及4.41m厚的泥巖，其中粗砂巖為灰白色，巨厚層狀，成分以石英為主、長石次之，泥質膠結。在第7勘探線SZK7-4鉆孔揭露煤層直接頂板為2.17m厚的泥巖，灰黑色，薄層狀，含黃鐵礦團塊，具滑面、有滑感，軟；老頂為4.81m厚的含礫粗砂巖、5.40m厚的中砂巖和11.02m厚的含礫粗砂巖，其中4.81m厚的含礫粗砂巖為灰白色，厚層狀，成分以長石、石英為主，泥質膠結，硬；5.40m厚的中砂巖為灰白色，中厚層狀，具有水平層理，硅質膠結，堅硬；11.02m厚的含礫粗

6、砂巖為灰白色，巨厚層狀，成分以長石、石英為主，泥質膠結，裂隙發(fā)育，硬。在第8勘探線SZK8-5鉆孔揭露煤層偽頂為0.54m厚的泥巖及0.16m厚的薄煤層，往上直接頂為0.66m厚的粉砂巖，老頂為8.53m厚的粗砂巖及8.26m厚的含礫粗砂巖，灰白色，巨厚層狀，成分以石英、長石為主，泥、鈣質膠結，硬堅硬。2、底板情況工作面底板多為泥巖。在第5勘探線SZK5-3鉆孔揭露煤層底板為8.86m厚的泥巖，灰黑色，團塊狀，夾粉砂巖條帶，（極限抗壓強度：飽和30.148.2/39.1MPa、干燥73.683.9/80.5MPa、軟化系數(shù)0.49）。在第6勘探線SZK6-1鉆孔揭露煤層底板為2.80m厚的砂質

7、泥巖，深灰色，厚層狀，（極限抗壓強度：飽和48.583.1/63.6MPa、干燥84.1117.0/100.6MPa、軟化系數(shù)0.63）；往下為1.30m厚的粉砂巖及6.65m厚的粗砂巖，灰白灰色，中厚層狀，成分以石英為主、長石次之，垂直裂隙發(fā)育，泥質膠結、半堅硬；SZK6-4鉆孔揭露煤層底板為3.90m厚的泥巖，灰色，中厚層狀，夾砂巖條帶，具斜裂隙；往下為3.15m厚的細砂巖，灰白色，薄層狀，夾薄層粉砂巖，波狀層理發(fā)育。在第7勘探線SZK7-4鉆孔揭露煤層偽底為0.45m厚的泥巖，灰黑色，中厚層狀，軟；往下為5.20m厚的細砂巖，灰白色，薄層狀、波狀層理發(fā)育。（極限抗壓強度：飽和71.896

8、.7/85.0MPa、干燥107.3107.8MPa、軟化系數(shù)0.64）在第8勘探線SZK8-5鉆孔揭露煤層底板為3.06m厚的砂質泥巖，灰黑色，厚層狀，層面含黃鐵礦薄膜，偶夾一層0.05m的粗砂巖，較硬。 五、工作面水文地質情況本井田范圍內含水層主要為第三系、第四系砂礫孔隙、黃土孔隙含水層、石炭系、二疊系碎屑巖含水層、奧陶系灰?guī)r巖溶含水層，其中第三系、第四系砂礫孔隙、黃土孔隙含水層、石炭系、二疊系碎屑巖含水層屬弱富水含水層。地表無大的水體，上覆無小窯、老窯采空積水區(qū)。據(jù)已有巷道揭露，9#煤層及其頂板碎屑巖中含水，出水形式為滴、淋水，另在施工頂板錨桿和錨索眼因溝通頂板砂巖層，從其錨桿（眼）出水

9、，初期揭露最大涌水量為540m3/h，另工作面中部對應地表有沖刷溝，溝底巖層可能含水豐富，預計工作面掘進期間涌水量在1550m3/h之間。六、開采技術條件根據(jù)上榆泉井田補充勘探地質報告，9#煤層瓦斯、煤塵及煤層自燃發(fā)火情況如下：1、瓦斯情況：9#煤層為低瓦斯煤層，SZK7-3鉆孔瓦斯含量（ml/g）：CO2：0.180，N2：4.308。9#煤層雖然為低瓦斯，但在局部地段不排除瓦斯積聚的可能性。2、煤塵情況9#煤層煤塵火焰長度50500mm，加巖粉量平均為45%，煤塵具有爆炸性。3、煤層自然發(fā)火情況9#煤層原樣燃點為316322/319，氧化樣燃點為297302/300，還原樣燃點為34636

10、0/353，還原樣與氧化樣燃點之差為53，為自燃煤層，自燃發(fā)火期一般為34個月。4、煤層地溫情況9#煤層地溫無異常，一般為16。七、儲量工作面走向長(m）工作面傾向寬（m）工作面面積（m2）煤層厚度（m）容重（m3/t）工業(yè)儲量（萬噸）工作面設計回采率（%）可采儲量（萬噸）備注22302204906004.161.50306.195290.8八、存在問題及建議1、因工作面煤層偽底為一層平均厚0.070.50m厚的較軟泥巖，建議在掘進時制定相應技術措施，掘進過程中加強底板管理。2、工作面煤層節(jié)理、裂隙較發(fā)育，建議在掘進過程中做好幫、頂支護工作，遇有煤巖層破碎及構造賦存地段要加強支護。3、工作面煤

11、層頂板碎屑巖層含水，個別地段頂板淋水增大或從頂板錨索眼出水量增大現(xiàn)象，建議在掘進過程中，遇有積水地段要打臨時水倉，同時完善工作面排水設施，保證排水暢通。4、9#煤層雖然為低瓦斯煤層，但在局部地段不排除瓦斯積聚的可能性，故在掘進過程中應加強瓦斯監(jiān)測及通風管理工作，同時做好煤塵防治工作。附：9#煤層綜合柱狀圖 （圖1） 第三章 巷道布置及支護說明第一節(jié) 巷道布置一、010907主運順槽布置：1、該工作面主運順槽從原905工作面主運聯(lián)巷內拉門，拉門點坐標為：X=4344477.364，Y=522673.4888，H=912.29m,沿煤層底板掘進，以201°4139的方位施工16.661m

12、后，開始拐點施工，拐點坐標為X=4344455.805，Y=522664.9121；以171°4139的方位角以5°3405的坡度下山施工，施工長度為20m，第二拐點坐標為X=4344436.014，Y=522667.8011。待施工到第二拐點坐標后，即開始施工907皮帶機頭段。2、I010907主運順槽機頭段以21°4139方位角施工，先沿煤層底板施工86.331m與9#集中主運上山貫通，貫通點坐標為：X=4344519.64，Y=522701.07；機頭段貫通后，再從第二拐點開始施工I010907主運順槽，I010907主運順槽施工方位角為201°4

13、139，沿煤層底板施工，施工長度為2295.083m到位，切眼中心坐標為X=4342310.816，Y=521822.3326，該巷道主要用途為運煤、回風。3、切眼施工前，另行編制010907工作面切眼掘進作業(yè)規(guī)程。附：I010907巷道布置平面圖 （圖2） I010907主運機頭平面放大圖 （圖3） I010907主運機頭平面支護圖 （圖4） AA剖面圖 （圖5） 1-1斷面圖 （圖6） 二、巷道斷面及支護1、I010907主運機頭段：自拉門點向前10.018m、向后2m范圍內施工斷面為寬6.5m，高3.2m；頂支護采用螺紋鋼錨桿、鋼筋網、錨索棚、錨索、噴砼聯(lián)合支護；頂錨桿間排距為800&#

14、215;800mm，錨索、錨索棚間排距為2400mm×2400mm，兩幫采用螺紋鋼錨桿支護，鋼筋網、噴砼聯(lián)合支護；幫錨桿間排距為1000×1000mm，以后巷道規(guī)格為寬6.5m，高4m，施工長度為48.535m，以前進方向左幫寬4m，右?guī)蛯?.5m的規(guī)格施工；再向前12m范圍內以巷高4m，巷寬7.4m施工，（即左幫寬4.9m，右?guī)蛯?.5m）。之后直到貫通點止18m范圍內左幫寬6.9m施工；右?guī)蛷呢炌c向切眼方向加寬4.1m，長度11m；巷高全部為4m。2、主運順槽寬度為5m，高度為3.0m；頂板采用螺紋鋼錨桿、雙抗塑料網支護，巷幫采用玻璃鋼錨桿支護，頂錨桿間排距為900&

15、#215;1000mm，幫錨桿間排距為1000×1000mm，兩幫最上一根錨桿采用玻璃鋼錨桿加木墊板支護，木墊板規(guī)格為300×200×35mm，選用優(yōu)質松木制作，鐵托盤規(guī)格為150×150×10mm。錨索、錨索梁間排距為2400×2400mm。 三、硐室設計1、機頭硐室I010907主運機頭硐室共有四個斷面，詳見斷面圖，其中2-2斷面規(guī)格巷寬13.5m，巷高4.0m，長度13.14 m；支護方式為錨網索噴聯(lián)合支護，錨桿間排距為800mm×800mm，錨桿規(guī)格為螺紋鋼錨桿，18×1800mm；錨索規(guī)格：15.24&#

16、215;8000mm，錨索間排距為2000mm×2000mm，配合錨索鋼梁支護。3-3斷面規(guī)格：巷寬9.4m，巷高4mm，長度4.219m，采用錨網索噴聯(lián)合支護，錨桿規(guī)格為螺紋鋼錨桿，18×1800mm，錨桿間排距為800mm×800mm；錨索規(guī)格：15.24×8000mm，配合錨索鋼梁支護。4-4斷面規(guī)格：巷寬7.400mm，巷高4m，長度12m，采用錨、網、索、噴聯(lián)合支護，錨桿規(guī)格為18×1800mm螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為800mm×800mm，兩排錨索配合鋼梁支護，錨索規(guī)格為15.24×6000mm，間排距為2400

17、mm×2400mm；5-5斷面規(guī)格：巷寬6.5m，巷高4m，長度60.6m，采用錨網索噴聯(lián)合支護，錨桿規(guī)格為18×1800mm螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為800mm×800mm；錨索規(guī)格為15.24×6000mm，間排距為2400mm×2400mm；交叉點處加打錨索鋼梁加強支護。2、二部機頭硐室該順槽施工至1200m時，在非開采幫施工一個長度20m，寬度2.0m，與主運順槽同高度（3.0m）的二部機頭硐室。硐室處頂板采用螺紋鋼錨桿配合雙抗網支護，錨桿間排距800mm×800mm，幫采用玻璃鋼錨桿支護，間排距1000mm×1000

18、mm，硐室口處加打錨索或錨索梁加強支護，錨索間排距2400mm×2400mm，并安設頂板離層觀測儀進行頂板觀測。附：22斷面圖 （圖7）33斷面圖 （圖8）44斷面圖 （圖9）55斷面圖 （圖10）66斷面圖 （圖11）77斷面圖 （圖12） I010907主運順槽二部機頭硐室平面圖 （圖13） I010907主運順槽二部機頭硐室支護圖 （圖14） 88斷面圖 （圖15） 3、調車硐室在I010907主運輸順槽上幫每隔500m施工一調車硐室,規(guī)格：（內口長+外口長）×寬×高=（6m+12m)×5m×3m；頂板采用螺紋鋼錨桿配合雙抗網聯(lián)合支護，間

19、排距為800×800mm，幫采用玻璃鋼錨桿支護，間排距為1000×1000mm。在硐室拉門口加打錨索或錨索梁加強支護，間排距為2400×2400mm，在每個硐室拉門口處必須安裝頂板離層觀測儀，以觀測頂板活動情況。附：I010907主運順槽調車硐室平面圖 （圖16） I010907主運順槽調車硐室平面支護圖 （圖17） 99斷面圖 （圖18）4、水倉該順槽根據(jù)實際揭露涌水量，在其低洼點附近施工水倉或環(huán)形水倉，水倉容量根據(jù)實際最大涌水量而確定，一般規(guī)格尺寸規(guī)定為：寬×高×深=2m×2m×1m。掘進時工作面應備兩臺15Kw的水泵應

20、急。附：環(huán)形水倉平、斷、剖面圖及水泵窩子平、斷面圖 （圖19）5、移動救生艙硐室 在該順槽距拉門口1260m處行人側施工一個規(guī)格為深2m，長度17m，高度3.2m的移動救生艙硐室，采用錨網索聯(lián)合支護，頂板錨桿采用18×1800螺紋鋼錨桿，錨桿間排距800mm×800mm，硐室入口采用15.24×6000mm錨索或錨索棚支護，錨索間排距2400mm×2400mm；巷幫采用16×1600玻璃鋼錨桿支護，錨桿間排距為1000×1000mm，底板硬化。附：I010907主運順槽移動救生艙平面圖 （圖20） I010907主運順槽移動救生艙平面

21、支護圖 （圖21） 1010斷面圖 （圖22） 四、010907主運順槽斷面設計說明：010907主運順槽斷面均為矩形斷面。010907主運機頭段：（1） 自010907主運機頭與9#層集中上山貫通處起，里程0-12.39m段，執(zhí)行2-2斷面：B巷寬=13.5m H巷高=4.0m（2） 里程12.39-16.61m段，執(zhí)行3-3斷面：B巷寬=9.4m H巷高=4.0m（3） 里程16.61-26.8m段，執(zhí)行4-4斷面：B巷寬=7.4m H巷高=4.0m（4） 里程段，28.6-77.135段執(zhí)行5-5斷面：B巷寬=6.5m H巷高=4.0m（5） 里程，77.135-89.224m段，斷面尺

22、寸為：B巷寬=6.5m H巷高=3.2m（6） 905工作面主運聯(lián)絡巷停掘頭至拐點1距離16.661m，拐點1-拐點2距離20m，兩段聯(lián)絡巷均執(zhí)行1-1 斷面：B荒寬=5.2m H荒高=3.3m B凈寬=5.0m H凈高=3.0m（7） 該順槽由拐點2至停采線段長度53.351m，執(zhí)行66斷面，B荒寬=5.2m H荒高=3.1m B凈寬=5.0m H凈高=3.0m（8） 自停采線位置開始至順槽停掘位置，執(zhí)行7-7斷面：B巷寬=5.0m H巷高=3.0m第二節(jié) 支護設計一、支護方式1、I010907主運順槽機頭段至停采線采用錨、網、索、梁、噴聯(lián)合支護。（1）錨桿：頂錨選用18×1800

23、mm螺紋鋼錨桿，間排距為900×1000mm，每孔裝入一支CK2360樹脂錨固劑；兩幫錨桿選用18×1600mm螺紋鋼錨桿，每孔裝入一支CK2335樹脂錨固劑，間排距為1000×1000mm；錨桿托盤規(guī)格為150×150×10mm。（2） 金屬網采用6.5mm的圓鋼焊接而成，頂網（長×寬）規(guī)格為5000×1200mm，幫網規(guī)格為3000×1200mm；網格均為120×120 mm，金屬網搭接長度50-100 mm，搭接邊使用14#鐵絲每隔300mm連接一處。（3） 錨索： 2-2斷面和3-3斷面所采用的錨

24、索規(guī)格為15.24×8000；錨索間排距為2000×2000mm，每孔裝入4支CK2360樹脂錨固劑進行錨固。配合錨索梁支護。（4）錨索梁：在施工過程中遇斷層、頂板破碎、淋水、地質構造等時采用錨索梁或金屬棚子加強支護。錨索梁選用20#槽鋼制作，長度3000mm，每組錨索梁使用兩根錨索進行固定，棚間距2400mm。（5）噴砼:厚度100mm，強度等級為C20。 2、自停采線開始至切眼范圍內，巷道寬5m，高3m。頂板采用錨桿、雙抗塑料網、錨索、錨索梁聯(lián)合支護。頂錨桿、錨索、錨索梁規(guī)格等支護形式不變。非開采幫（前進方向右?guī)停┦褂靡?guī)格為18×1600mm螺紋鋼錨桿，開采幫

25、（前進方向左幫）使用16×1600mm玻璃鋼錨桿，兩幫錨桿間排距均為1000×1000mm。 為了方便懸掛隔爆水棚，巷道內頂板每隔200m掛金屬網支護，掛金屬網長度26m，其它支護不變。二、巷道支護校驗及設計（一）錨桿支護參數(shù)校核： 1、按懸吊理論校核錨桿支護參數(shù)頂錨桿通過懸吊作用，幫錨桿通過加固幫體作用，達到支護效果的條件，應滿足：LL1+L2+L3L-錨桿總長度，m；L1-錨桿外露長度（托盤+螺母+0.02）取0.05 m；L2-有效長度（頂板錨桿取免壓拱高b，幫錨桿取煤幫破碎深度c）m；L3-錨入巖層內深度（頂錨桿取0.8 m，幫錨桿取0.2 m）普氏免壓拱高b=B2

26、+Htan(45°-幫2頂式中B、H-巷道掘進跨度和高度，B=5m；H=3.2m f 頂-頂板巖石普氏系數(shù)，f 頂取5，幫-兩幫圍巖內摩擦角，幫取45°則b=50002+3200tan(45°-45°2)5=2500+3200tan(22.5°5=765mm;C=3200×tan(45°-45°2)=1325mm依據(jù)上述公式計算得出：頂錨桿：L頂1615mm；幫錨桿L幫1575mm。故頂錨桿長度取1800mm,幫錨桿長度取1600mm符合支護要求。2、按錨桿所能懸吊的重量校核錨桿的間排距：每根錨桿懸吊重量GL2a2

27、,錨桿錨固力Q應能承擔G的重量。為安全起見，再考慮安全系數(shù)k，k=2。則kGQ a（QkL2）1/2Q70KN,計算得a1.326m,取a=1m。因此，間排距參數(shù)能滿足計算結果。（二）錨索支護設計與校核：按懸吊理論校核錨索支護參數(shù)1、錨索錨固長度： 式中：錨索深入到穩(wěn)定巖層的錨固長度mm安全系數(shù)，取2錨索直徑，取15.24mm鋼絞索抗拉強度，取1860N/mm2錨索與錨固劑的設計粘度，樹脂藥卷取=10N/ mm2則2、錨索長度式中：錨索長度，m錨索深入到穩(wěn)定巖層的錨固長度m，取1.41732需要懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度，拉門點處為2.65m粉砂巖。上托盤及錨具的厚度，取0.1m需要外露的張拉長度，

28、取0.2m則：，按1.4的安全系數(shù)，取8m，按1.4的安全系數(shù)，取6m3、 錨索間排距的確定：1)I010907主運順槽硐室錨索間排距確定L=nF2/BH-（2F1sin）/L1式中：L-錨索排距，2.4m；B-巷道最大冒落寬度，4.0m；H-巷道最大冒落高度，按最嚴重冒落高度取4.1m；-巖體容重，26KN/m3；L1-錨桿排距，0.8m；F1-錨桿錨固力，100KN；F2-錨索極限承載力，260.7KN；-角錨桿與巷道頂板的夾角，75°；n-錨索排數(shù)，取2.0；L=2×260.74.0×4.1×26-（2×100×Sin75

29、76;）0.8=2.8m2.4m2）I010907主運順槽機頭硐室錨索間排距確定L=nF2/BH-（2F1sin）/L1式中：L-錨索排距，2.4m；B-巷道最大冒落寬度，6.75m；H-巷道最大冒落高度，按最嚴重冒落高度取4m；-巖體容重，26KN/m3；L1-錨桿排距，0.8m；F1-錨桿錨固力，100KN；F2-錨索極限承載力，260.7KN；-角錨桿與巷道頂板的夾角，75°；n-錨索排數(shù)，取5.0；L=5×260.76.75×4×26-（2×100×Sin75°）0.8=2.8m2.4m根據(jù)以上計算確定：1、I010

30、907主運順槽頂錨桿間、排距為900×1000，兩幫錨桿間、排距為1000×1000。2、頂錨選用18×1800mm螺紋鋼錨桿、樹脂藥卷CK2360，端頭錨固；巷道前進方向右?guī)湾^桿選用18×1600mm螺紋鋼錨桿，左幫錨桿選用16×1600mm玻璃鋼錨桿，樹脂藥卷CK2335，端頭錨固；錨索規(guī)格為15.24×8000mm，裝4支CK2360樹脂藥卷進行錨固，間排距為2400mm。三、掘進速度及施工工期1、煤巷為機掘，掘進速度為350m/月。2、機掘工程量：I010907主運順槽施工距離為2381.414m，工期為9個月。四、臨時支護設

31、計：為了防止工作面出現(xiàn)掉頂事故，采用臨時支護。臨時支護方法有兩種： 1、采用對幫、頂板先進行打臨時錨桿支護（可不按設計間排距進行施工，但錨桿的預應力必須合格）。2、掘進時必須使用臨時支護并及時前移，嚴禁人員進入無支護區(qū)內作業(yè)，臨時支護采用兩個吊環(huán)擰在頂板錨桿螺絲上，并用兩根2.5吋鋼管穿在兩吊環(huán)內，用背板在兩根鋼管上接頂背實。附：I010907主運順槽臨時支護示意圖 （圖23）第三節(jié) 支護工藝一、錨桿安裝工藝1、打錨桿孔首先要認真執(zhí)行“敲幫問頂”制度，徹底處理活巖危煤，確認安全后方可進行工作，打眼時必須站在有支護的地點進行作業(yè)。打眼前，首先按照中、腰線嚴格檢查巷道斷面規(guī)格，不符合作業(yè)規(guī)程要求時

32、必須先進行處理；錨桿眼的位置要準確，眼位允許偏差不得超過±100mm，眼孔角度允許偏差不得大于15°。錨桿眼深度應與錨桿長度相匹配，打眼時應在釬子上做好標志，嚴格按錨桿長度打眼，錨桿眼打好后，應將眼內的巖渣、積水清理干凈。打眼的順序，應由外向里先頂后幫的順序依次進行。2、安裝錨桿打眼準備 打錨桿眼清除眼內煤（巖）粉安裝樹脂錨固劑安裝錨桿錨桿打壓。二、錨索安裝工藝1、準備工作：打眼上藥卷安裝錨索上墊片（槽鋼）用千斤頂預緊錨索切掉錨索外露超長部分。2、接、卸鉆桿必須在鉆機停止運轉的情況下進行。3、攪拌器一定要插入鉆機底，錨索要插入攪拌器底部，攪拌藥卷過程中要設專人護住錨索，以防

33、甩脫錨索發(fā)生傷人事故。4、錨索錨固后，及時上好托板（槽鋼）。5、漲拉時，千斤頂應與錨索保持同一軸線。6、風動或液壓泵操作人員應緩慢升壓，嚴禁高壓換向。7、如巷道較高需架設平臺時，平臺必須架設牢靠，不允許站在輸送機和掘進機上作業(yè)。三、噴射混凝土1、準備工作1）、檢查錨桿安裝和網鋪設是否符合設計要求，發(fā)現(xiàn)問題及時處理；2）、清理噴射現(xiàn)場的矸石雜物，接好風、水管路，輸料管路要平直不得有急彎，接頭要嚴密，不得漏風，嚴禁將非抗靜電的塑料管做輸料管使用；3）、檢查噴漿機是否完好，并送電空載試運轉，緊固好磨擦板，不得出現(xiàn)漏風現(xiàn)象；4）、噴射前必須用高壓風水沖洗巖面；5）、噴射人員要佩戴齊全有效的勞保用品。2

34、、材料規(guī)格噴射混凝土使用必須用標號不低于425#水泥，砂為純凈的河砂，含土量不能超過3%，石子粒直徑小于20mm，將粒徑大于15mm的石子控制在20%以下，石子過篩，并用水沖洗干凈，混凝土強度為C20，砼重量比為水泥：砂子：石子=386:572:1272，體積比為水泥：砂：石子=1：2：2；速凝劑型號為J85型，摻入量一般為水泥重量的23.5%，噴淋水區(qū)時，可酌情加大速凝劑摻入量，速凝劑必須在噴漿機上料口均勻加入。3、噴射順序為：先幫后頂，從墻基開始自下而上進行，噴槍頭與受噴面應盡量保持垂直。噴槍頭與受噴面的垂直距離以0.81.0m為宜。人工拌料時采用潮拌料，水泥、沙和石子應清底并翻拌三遍使其

35、混合均勻。噴射時，噴漿機的供風壓力在0.4MPa，水壓應比風壓高0.1MPa左右，加水量憑射手的經驗加以控制，最合適的水灰比是0.40.5之間。噴射過程中應根據(jù)出料量的變化，及時調整給水量，保證水灰比準確，要使噴射的濕混凝土無干斑，無流淌，粘著力強，回彈料少，一次噴射混凝土厚度5070mm，并要及時復噴，復噴間隔時間不得超過2個小時，否則應用高壓水重新沖洗受噴面。4、噴射工作1）噴射工作開始前，應首先在噴射地點鋪上舊皮帶，以便收集回彈料，噴射工作結束后，噴層必須連續(xù)灑水養(yǎng)護28天以上，7天以內每班灑水1次，7天以后每天灑水1次，一次噴射完畢，應立即收集回彈物，并應將當班拌料用凈。當班噴射工作結

36、束后，必須卸開噴頭，清理水環(huán)和噴漿機內、外部所有灰漿或材料。2）開機時必須先給水，后開風，再開機，最后上料；停機時，要先停料，后停機，再關水，最后停風。噴射工作開始后，嚴禁將噴射槍頭對準人員，噴射中突然發(fā)生堵塞故障時，噴射手應緊握噴頭并將噴口朝下。第四節(jié) 礦壓觀測1、觀測站的設置方法I010907主運順槽每隔100m安設一臺離層指示儀，如果頂板破碎壓力較大時，每隔50m安設一臺離層指示儀。2、觀測方法與要求（一）觀測方法頂板離層：采用頂板離層指示儀觀測。錨固力：采用錨桿拉力計檢測。預緊力：采用力矩扳手檢測。（二）觀測要求：1）觀測時必須確保讀數(shù)準確。2）在各觀測站必須設置觀測牌板。3）觀測站每

37、7天觀測一次，頂板下沉量較明顯時每天觀測一次，并把觀測結果及時上報到有關單位和礦及領導。（三）觀測內容：1）錨桿的預緊力和錨固力：定期做錨桿的錨固力和預緊力檢查。2）錨固力：每300根錨桿檢查1組。3）預緊力：錨桿逐根檢查，合格率不低于90%。第四章 施工工藝第一節(jié) 施工方法1、該順槽煤巷使用EBZ160掘進機掘進。2、首先完善通風系統(tǒng)及風水管路和運輸系統(tǒng)。3、按照地測給定的方位施工，010907主運順槽先按4m寬度截割，然后截割剩余斷面寬度并及時掛網。4、巷道采用激光定向，激光定向儀每隔100m前移一次，如果巷道坡度變化較大及其他原因影響光線時要隨時前移。5、該順槽沿煤層底板施工。附：掘進機

38、截割流程示意圖 （圖24）第二節(jié) 落煤方式一、掘進機具：該順槽使用EBZ160掘進機掘進。二、降塵方法降塵方法采用濕式打眼、割煤噴霧、沖刷巷幫、凈化水幕、除塵風機捕塵等。第三節(jié) 裝、運煤方式一、運輸系統(tǒng)： I010907工作面 主運順槽 9#集中主運上山 主運上山 主平硐地面二、運料系統(tǒng):工業(yè)廣場 副平硐 輔運上山 9#集中輔運上山 I010907主運順槽 用料地點第四節(jié) 設備及工具配備一、設備及工具配備情況表 設備工具名稱規(guī)格型號功率單 位數(shù)量備 注局部通風機FBDNO6.0/3*223×22KW臺2掘進機EBZ160261kw臺1排水泵DW157.5KW臺6排水泵DW2515KW

39、臺2噴漿機JPS71-L7.5kw臺2風 鎬G-10部2備用1部壓風機MLGF-16/7-90G90kw臺2皮帶機DSJ8090kw×2臺2坑道鉆機ZLJ-6507.5kw臺1液壓油泵MYBZ11B11kw臺2除塵風機KCS-225ZZ18.5KW臺1二、施工設備與供電（一）機組技術特性整機參數(shù)總體長度9.2m總體寬度2.9m總體高度1.8m臥底深度300mm爬坡能力±18°總重45T截割范圍高度2.44.8m寬度3.15.5m面積26m2截割部截割頭形狀圓錐臺式截割頭深縮量550mm噴霧內、外噴霧方式鏟板部裝載形式三齒星輪式裝載寬度2.9m爬爪轉數(shù)30rpm裝載

40、能力3.5m3/min原動機馬達10.7kw 2臺第一運輸機形式邊雙鏈刮板式溜槽斷面尺寸0.54m（寬）×0.35m（高）運輸能力4.1m3/min行走部形式履帶式履帶寬度600mm對地壓強0.14mpa行走速度07m/min（二）施工設備與供電情況表序號設備名稱型 號數(shù)量功率（KW）配套方式備注1綜掘機EBZ1601261截割頭最大功率2二運機QZP2001電動滾筒YDB5080-15/1140/2.03膠帶輸送機DSJ8022×90二部4對旋風機FBDNo6.0/3*2223×225礦用隔爆型移動變電站KBSGZY315/10/1.141礦用隔爆真空饋電開關K

41、BZ-400/1140/660機組供電6礦用隔爆型移動變電站KBSGZY315/10/0.661皮帶機及660V電源7礦用隔爆型移動變電站KBSGZY500/10/0.661皮帶機及660V電源8礦用真空磁力啟動器QJZ30/660(380）12排水、油泵、壓風機等9礦用隔爆型煤電鉆綜合保護裝置ZBZ4.0Z2660V、1140V各一臺10礦用隔爆型智能真空饋電開關KBZ400/11403皮帶機頭、工作面高低壓11液壓泵站MYBZ11B212液壓錨桿鉆機MYT-140213空氣壓縮機MGF-16/7-90G19014礦用隔爆型照明信號變壓器綜合保護裝置ZBZ4.0M1660V、1140V各一臺

42、15礦用隔爆兼本質安全型真空電磁啟動器QJZ200/1140316水泵DW1567.517坑道鉆機ZLJ-65017.5（三）裝載設備運輸方式表序號設備名稱型號數(shù)量安裝位置固定方式運輸方式運輸距離1機組一運EBZ1601掘進機刮板機10m2二運機QZP2001機組后銷軸連接膠帶運輸18m3一部皮帶機DSJ801907主運底錨固定膠帶運輸1200m4二部皮帶機DSJ801907主運底錨固定膠帶運輸1200m四、管線敷設方式表序號名稱規(guī)格型號單位數(shù)量吊掛方式與工作面間距1阻燃風筒1000mm23808鐵線8m2供、排水管路108吋4760管路架20m3電纜MYP3×70+1×3

43、5m1300電纜鉤10m4電纜MYP3×50+1×25m1300電纜鉤20m5電纜MYP3×6+1×4m300電纜鉤10m6電纜MYP3×1.5+1×1.0m2600電纜鉤20m第五章 生產系統(tǒng)第一節(jié) 通風系統(tǒng)一概述1、瓦斯情況：2012年礦井開采煤層為9#和10#層，各煤層均屬于低瓦斯煤層，2011年8月，山西省煤礦設備安全技術檢測中心對上榆泉煤礦礦井瓦斯及二氧化碳涌出量進行鑒定，鑒定結果為絕對涌出量為：3.38 m3/min，相對涌出量為：0.54 m3/t。經河曲縣煤炭工業(yè)局、忻州市煤炭工業(yè)局、山西省煤炭工業(yè)局批準，確定為低瓦斯

44、礦井。目前各煤層雖然定為低瓦斯，但局部地段不排除瓦斯積聚的可能性，故在開采中對瓦斯可能聚積區(qū)仍應采取一定的防治措施。2、煤塵情況根據(jù)2011年山西省煤炭工業(yè)局綜合測試中心對礦井煤塵爆炸定性分析，結果為煤塵具有爆炸性，煤塵云最大爆炸指數(shù)9#層為4.881MPam/s，隨著礦井生產進行，煤體揭露增多和機械化設備的投入使用，運輸轉載點的增多，促使井下空氣中的煤塵增高，采掘工作面及運輸轉載點附近會產生煤塵沉積現(xiàn)象，為此必須加強對礦井粉塵的防治工作。3、煤層自然發(fā)火情況9#煤層均為自燃煤層，自燃等級為2級,自然發(fā)火期3-4個月，由于各煤層的自然發(fā)火期較短、煤層自然含水較少及各煤層賦存較淺等原因，隨著礦井

45、開采，煤巷掉頂、片幫 及回采工作面冒落采空區(qū)產生漏風，容易使煤層產生自燃。在生產過程中應加強對礦井自然發(fā)火的防治工作，達到防患與未然的目的。二、通風方式上榆泉煤礦礦井通風方式為中央分列式，通風方法為抽出式，即由主、副平硐入風，由回風斜井回風。采用機械通風，主要扇風機為軸流式，扇風機型號為BDK54-8-NO26，扇風機額定風量為93m3/s-207m3/s，礦井反風采用扇風機反轉的方法。 三、掘進工作面通風每個掘進工作面實際需要風量，應按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面溫度、風速、人數(shù)以及局部通風機的實際吸風量等規(guī)定分別進行計算，然后取其中最大值。（1）010907主運順槽掘進工作面：按照瓦斯

46、（或二氧化碳）涌出量計算需要風量：Q掘=100×q掘×K掘通式中Q掘單個掘進工作面需要風量，m3/min； q掘掘進工作面風流中瓦斯（或二氧化碳）的平均絕對涌出量，m3/min； K掘通瓦斯涌出不均衡系數(shù)。Q掘=100×q掘×K掘通=100×1.0×1.6=160 m3/min按局部通風機的實際吸風量計算需要風量：巖巷掘進：Q掘=（Q扇+9S）×Ii煤巷掘進：Q掘=（Q扇+15S）×Ii式中Q掘局部通風機的實際吸風量，m3/min; S安設局部通風機的巷道斷面積，m2; Ii掘進工作面同時通風的局部通風機臺數(shù)。Q掘

47、=（Q扇+9S）×Ii=250+9×15=385 m3/min按掘進工作面同時作業(yè)人數(shù)計算需要風量：每人供風不小于4 m3/minQ掘>4N式中 N掘進工作面最多人數(shù)Q掘>4N=4×15=60 m3/min按巷道最低風速計算風量Q掘=60×0.25S=225m3/min010907主運順槽掘進工作面風量取值230 m3/min按風速進行驗算15S<Q掘<240S 15×15<230<240×15 225<230<3600（2）010907主運聯(lián)絡巷掘進風量計算 按照瓦斯（或二氧化碳）涌出

48、量計算需要風量：Q掘=100×q掘×K掘通式中Q掘單個掘進工作面需要風量，m3/min； q掘掘進工作面風流中瓦斯（或二氧化碳）的平均絕對涌出量，m3/min； K掘通瓦斯涌出不均衡系數(shù)。Q掘=100×q掘×K掘通=100×1.1×1.6=176m3/min 按局部通風機的實際吸風量計算需要風量：巖巷掘進：Q掘=（Q扇+9S）×Ii煤巷掘進：Q掘=（Q扇+15S）×Ii式中Q掘局部通風機的實際吸風量，m3/min; S安設局部通風機的巷道斷面積，m2; Ii掘進工作面同時通風的局部通風機臺數(shù)。Q掘=（Q扇+9S）&

49、#215;Ii=（250+9×16.5）×1=398.5 m3/min按掘進工作面同時作業(yè)人數(shù)計算需要風量：每人供風不小于4 m3/minQ掘>4N式中 N掘進工作面最多人數(shù)Q掘>4N=4×15=60 m3/min按巷道最低風速計算風量Q掘=60×0.25S=247.5m3/min010907主運聯(lián)絡巷掘進工作面風量取值250m3/min按風速進行驗算15S<Q掘<240S 15×16.5<250<240×16.5 247.5<250<3960 局部通風機的選型匯總表型號FBDNo6.0

50、/3*22整機功率3×22kw風量500250m3/min全風壓6308400Pa額定功率22kw電壓380/660V電流42.2/24.4A轉速2940r/min頻率50Hz防爆合格證320051305/Y接法F級絕緣生產廠家湘潭平安電氣集團有限公司通過以上計算，選用FBDNo6.0/3*22型局部通風機，配1000mm阻燃風筒，能夠滿足掘進工作面的風量需求，并符合有關規(guī)定，為保證迎頭正常供風的需要，選擇雙風機雙電源自動切換方式供風。4、 安裝地點：最終局部通風機安裝905主運聯(lián)巷風門以內，距離巷道底板高度不小于0.3m，該巷道風量為2200-2300 m3/min,采用雙風機、雙

51、電源自動切換進行供風。前期新風流路線：局部通風機-010907主運順槽機-I010907主運順槽-掘進工作面 前期乏風路線：掘進工作面-010907主運順槽-010907主運順槽機頭-9#集中主運上山-回風上山-回風斜井地面。后期新風流路線：局部通風機-905主運聯(lián)巷-010907主運順槽-掘進工作面。后期乏風路線：掘進工作面-010907主運順槽-010907主運順槽機頭-9#集中主運上山-回風上山-回風斜井地面。 附：I010907主運順槽通風系統(tǒng)示意圖 （圖25）第二節(jié) 綜合防治為預防井下災害，在施工中必須嚴格執(zhí)行煤礦安全規(guī)程等有關規(guī)定，堅持“預防為主、綜合治理”的原則制定完善的災害預防措施，做到防患與未然。1、瓦斯防治（1）本礦井瓦斯含量較低， 但在生產過程中仍應重視瓦斯管理，對采掘工作面等局部地點可能產生瓦斯積聚必須予以重視，防止瓦斯事故發(fā)生。（2）加強掘進過程中通風管理，保證掘進工作面有足夠新鮮風流，同時要配齊瓦斯檢查員進行巡回檢查，發(fā)現(xiàn)問題及時處理。（3）掘進工作面局扇均要設置風電、瓦斯電閉鎖系統(tǒng)，確保安全。（4）在施工過程中應避免盲巷的產生。如出現(xiàn)盲巷時應及時密閉或用柵欄隔斷并揭示警標。對井下各通風構筑物必須定期檢查，使其經常保持完好狀態(tài)，確保通風系統(tǒng)的安全可靠。（5）下井人員必須佩戴自救器。2、煤塵防治（1）9#煤層具有煤塵爆炸危險性，為保護工人