3916机巷规程解析

1、第一章概况第一节概述一、巷道名称：巷道名称为3ii916工作面机巷。二、施工目的：3II916工作面机巷为满足3ii916工作面通风、行人、运输服务。三、巷道设计长度及服务年限：3II916工作面机巷设计长度约295m计划丁2013年9月开工，预计2013年11月竣工，服务年限为1年。第二节编制作业规程的依据1、3ii900下部采区设计说明书，批准时间为2009年8月。2、«3n916工作面掘进地质说明书,批准时间：2013年8月。3、矿压观测资料：地压无实测资料。4、有关技术规定：煤矿安全规程2011年版、煤矿安全技术操作规程2003年版、泰安市煤矿技术管理文件汇编2011年1月。

2、第二章地面相对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地面相对位置及邻近采区开采情况表表2-1煤(矿)层名称煤3n水平名称-350采区名称3900卜部米区巷道名称3H916工作面机巷地面标高(m)+70.0+79.2工作面标局(m)-242.0-285.5地面位置工作面位丁北风井以东1110.01280.0m之间，太平公路以北，地面为原南大留村塌陷区。井下位置及四邻采掘情况本工作面东邻3n918工作面(未准备)；西邻CWF侦层(Z60075°H=10.020.0m);北邻CWF9断层(Z60°75°H=15.069.0m);南邻3n1105工作面(已

3、回米)。其上覆煤3|南侧的31107及31109工作面均已回采，北侧煤3i煤层厚度不稳定，不可亲。巷道长度(nj)295煤层厚度_(nj)1.22.0煤层倾角(°)691.67第二节煤(岩)层赋存情况1、该巷道掘进范围内，掘进范围内，煤3h届丁结构复杂、厚度稳定的中厚煤层，煤层厚度为1.22.0m,平均1.6m左右，煤层中部含一层粘土质粉砂岩火石，厚度0.050.9m,平均0.3m。该煤层上距煤3i为5.07.6m；平均6.3m左右。2、本工作面范围内，煤层走向大致为近东西向，倾向近北向，倾角6°9°,平均7°左右。3、本煤层绝对瓦斯涌出量为0.02m3

4、/min,煤尘爆炸指数为42.27%,本煤层届丁自燃煤层，地温20C,地压无实测资料。煤(矿)层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)硬度岩性特征老顶细砂岩1.03.05.5灰色，钙质胶结，硬度大。1.5直接顶粉砂岩1.02.55.0灰色，泥质胶结，含植物叶片化石，卜部岩性较破碎，易脱落。1.5直接底粉砂岩0.51.05.0灰色，泥质胶结，含植物化石。0.8老底粉细砂岩互层3.05.5浅灰灰色，钙质胶结，具层理。附图2-1:3n916工作面综合柱状图(1:200)3n煤层顶底板情况表表2-2第二节地质构造1、3916工作面机巷掘进范围内，煤层走向大致为近东西向，倾向近北向，倾角6°9

5、°,平均7°左右。2、3n916工作面机巷掘进范围内影响施工的主要地质因素是断层。根据上覆煤3和相邻3n918工作面机巷和3n900下部轨道巷、皮带巷实际揭露资料分析，本工作面地质构造比较复杂，受西邻CWF侦层(Z60°75°H=10.020.0m)影响，可能揭露一些附生小构造，对掘进施工造成一定影响，另外根据十一采区物探资料分析，工作面北部发育两条物探断层：CWF敏层(/60°75°H=15.069.0m)和CWF9-1断层(Z60°H=A6n),由丁该范围内断层控制点较少，因此其具体发育情况及对施工的影响程度还需施工过程

6、中进一步验证；断层产状及落差详见下表。本工作面掘进范围内，无岩浆侵入体、岩溶陷落柱和古河流冲刷变薄等现象。附：地质构造情况表表2-3构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m)控制程度对掘进影响程度CWF4NE6075正10.020.0已控制较大CWF9NENW6075正10.069.0基本控制较大CWF9-1NENW60正06.0基本控制较大第四节水文情况1、含水层3n916工作面水文地质条件简单，煤3h直接顶为粉砂岩，厚度1.02.5m,平均1.5m；老顶为细砂岩，厚度为1.03.0m,平均1.5m,岩层富水性较弱，连通性较差，只在局部或顶板破碎地段有

7、少量的砂岩裂隙水。2、老空水3n916工作面机巷上覆31109工作面老空水已经在3n918工作面机巷掘进过程中进行了探放，因此不受老空水威胁。3、涌水量预计掘进过程中主要水源来自少量的顶板砂岩裂隙水和生产用水，根据相邻工作面掘进情况预计3n916工作面工作面掘进期间正常涌水量1.0m3/h，最大涌水量5.0m3/h0因下山掘进在适当位置施工水仓，配齐排水设备，完善排水系统，确保排水畅通。4、泄排水路线施工地点t3i900下部皮带巷t3"900下部皮带联络巷t3n900下部轨巷t-350东大巷t-350水仓t地面。第五节问题及建议1、本工作面范围内地质构造比较复杂，因CWF层和CWF9

8、-1断层为物探断层，在本范围内控制点较少，其具体赋存情况及对施工的影响程度还需施工过程中进一步验证；建议施工单位在地质条件发生变化时要及时汇报有关单位，并根据现场情况及时采取措施，确保安全施工。2、工作面机巷开门点附近有一地面钻孔351孑L,该钻孔终孔层位为煤10ii,钻孔质量不详，封孔质量怀疑。建议距钻孔30m范围内掘进施工必须采取相关措施，进行超前探查，确保安全后方可向前施工。3、本工作面北部实际揭露资料较少，根据相邻工作面实际揭露资料和钻孔资料分析，上覆煤3】厚度赋存不稳定，煤层由南向北逐渐变薄，靠近CWRW层尖灭。根据3n918工作面机巷和3n900下部轨道巷、皮带巷煤3实际揭露资料分

9、析与73-7钻孔中的煤3资料差距较大，因此预计该范围内煤3n赋存也不稳定，其煤层厚度变化情况还有待施工过程中进一步探明验证；建议施工单位在巷道施工中发现煤层赋存异常时必须立即汇报生产技术部，根据现场情况及时采取措施，确保安全施工。4、为确保巷道安全施工，建议施工单位每隔10m向顶板施工一探眼，探明煤3i与煤3n的间距，以便为巷道支护方式及工作面回采提供可靠的地质依据；巷道施工完毕后探查资料要及时交予地测科地质组保存。第三章巷道布置及支护说明第_节巷道布置一、巷道布置3n916机巷开门位置在3n900下部皮带巷47#点后3m处，丁巷道左帮按358°方位角开门（预计标高为-242.0m）

10、，开门后沿3ii层煤顶板施工295m至3n916切眼设计位置止。二、特殊部分1、该煤层上距煤3i为5.07.6m；平均6.3m左右，间距较小，必须及时采取探查及加强支护措施。2、巷道东邻CWF姗层,受其影响，掘进过程中局部可能出现压力集中现象，3、巷道特殊部分根据现场具体施工情况及时编制专项措施，以确保施工安全。附图3-1:3n916工作面机巷煤层顶底板等高线预测图（1:1000）附图3-2:3n916工作面机巷预想地质剖面图（1:1000）附图3-3:3n916X作面机巷开门施工大样图（1:100）第二节支护设计一、巷道断面1、3ii916X作面机巷采用锚网索支护，巷道断面为矩形：净断面规格

11、：净宽X净高=2.8mx2.0m,S净=5.6m2;荒断面规格：荒宽X荒高=3.0mX22.1m,S荒=6.3m。2、采用锚杆索支护不能满足现场要求时，采用架棚支护，巷道断面为梯形：架棚采用矿用11#工字钢成品梯形棚，规格：腿X顶X腿=2.2mx2.5mx2.2m,净高2.0m<二、永久支护（一）支护参数选择采用锚网作为永久支护时，支护材料为螺纹钢锚杆，8#冷拔丝经纬网护顶。按悬吊理论计算顶板锚杆参数1、锚杆长度计算L=L1+L2+L3L2=KH式中：L-锚杆长度m；Li-锚杆在巷道中外露长度，一般取0.15m；L2-锚杆有效锚固长度，L3-锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

12、K-安全系数，一般取2.5;H-冒落拱高度m；_B_H=2f=3.0=0.3(m)2>5式中：B-巷道开掘宽度取3.0m；f-普氏岩石坚固性系数，取5;贝U:L=0.15+2.503+0.5=1.4（m）2、锚杆杆体直径计算锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强原则确定d=35.52式中：d-锚杆杆体直径，mm；Q-设计锚固力64KN/根；膈-杆体抗拉强度，取280MPa；d=35.52则:64=35.52E280=16.98(mm)3、锚杆株距计算_Qa=?KH?R式中：a-锚杆株距，m；Q-锚杆设计锚固力,64KN/根；H-冒落拱高度，0.3m；R-被悬吊砂岩的重力密度，取24.99

13、KN/m3;K-安全系数，一般取K=2.5;Ia=64=1.85(m)、2.50.324.99结论：通过以上计算，顶板采用直径18mm长度1800mM勺螺纹钢锚杆，间排距700mm900mmi安全可靠的。(二) 支护方式(1) 3n916机巷施工，当顶板与3i煤层采空区净问距大丁5m时，采用锚网支护，顶板采用规格为：LX=1800mrH18mng纹钢锚杆，间排距700m林900mm每根锚杆锚注K2340树脂锚固剂2块，每排布置4根，顶部采用木托盘规格为：长X宽X厚=300X180X40(mm；顶部木托盘与岩面之间压规格为：长X宽=2600mrH1100mm的8#拔丝经纬网片，网格为：60X60

14、(mm，相邻网片压茬不小丁60mm每隔300m”500mnffl12#铁丝双股拧紧扎牢。锚杆外露螺帽长度为1040(mm。施工中，当巷道顶板破碎、过断层施工采用锚网索支护，顶板每隔3.0m在巷道中部打设一根锚索加强支护，锚索规格为：LXO=4500X15.24(mm)的钢绞线，其下端敷设长度为300500(mm)勺矿用11#工字钢制作的专用锚索托盘。锚注树脂锚固剂不少丁3块，锚索布置拖后迎头不大丁15m锚索外露长度为150mrrr250mm锚索确保锚固到稳固岩层不小丁1.0m。参照我公司3900下部采区施工巷道的支护经验，两帮采用规格为：LX=1600mmX18mm勺螺纹钢锚杆，间排距为100

15、0m心1000mm每根锚杆锚注K2340型或K2540型树脂锚固剂1块，每帮每排布置2根，第一根距顶板0.5m,帮部采用规格为：300m林180m林40mnti勺木托盘，两帮托盘与煤体或岩面之间压规格为：长X宽=2300m留1300mM勺10#铁丝菱形网片，网孔规格为：60mn60mm网片压茬不小丁60mm每隔300mrrr500mnffl12#铁丝双股拧紧，锚杆外露螺帽长度10mm40mm(2) 当顶部围岩松软、破碎或与31煤层采空区净问距小丁5m,锚网支护不能满足现场支护要求时，采用架棚支护，棚子采用矿用11#工字钢成品梯形棚，规格：腿X顶X腿=2.0mx2.5mX2.0m,棚距0.8m,

16、背顶棒6根，背帮棒每侧2根，撑棒每侧2根。(3) 预紧力、锚固力 顶部螺纹钢锚杆预紧力矩不小丁100Nm锚固力不小丁64KN/根(17.6MPa),两帮锚杆预紧力矩不小丁100Nm锚固力不小丁40KN/根(11MPa)。 锚索预紧力不小丁80KN(22MPa,锚固力不小丁200KN(55MPa。(三) 临时支护1、锚网巷道锚网巷道施工中，循环进尺1.5m,最大控顶距2.1m;采用2根前探支架作临时支护，前探支架采用15kg/m钢轨作挑梁，长度不小丁4.5m,锚网巷道前探支架间距不大丁1.4m,采用吊环固定，吊环为矩形，每根前探支架不少丁2个固定点，吊环螺丝拧入长度不小丁30mm安装吊环的锚杆锚

17、注树脂锚固剂不少丁2块，锚固力不小丁64KN/根(17.6MPa);前探支架上方用两块规格为：长X宽X厚=2.6mx0.15mx0.06m的木板梁和木棒、木楔接顶，控制前探部分顶板。2、架棚巷道采用2根前探支架作临时护顶，前探支架采用15kg/m钢轨作挑梁，长度不小丁4.0m,两根前探支架间距1.2m。前探支架采用40T型刮板输送机链条，联接环和螺丝联接，螺帽要满扣，用木楔加紧，并严禁重楔，吊挂前探支架的棚子必须背顶帮牢固，撑木齐全有效，每根前探梁固定点不少丁3个。附图3-4:机巷矩形锚网索支护断面图(1:50)附图3-5:架棚支护断面图(1:50)附图3-6:锚网支护第一循环前探支架支护平、

18、剖面图(1:50)附图3-7:锚网支护第二循环前探支架支护平、剖面图(1:50)附图3-8:梯形断面架棚支护前探支架支护平、剖面图(1:50)第三节支护工艺一、支护材料见附表3-1:主要矿用支护材料要求表。二、锚杆安装工艺1、钻眼前应按设计要求定好眼位，做出标记，锚杆眼角度符合设计要求，锚杆眼深必须符合设计要求。2、钻眼后应用压风或压水将眼中的岩粉活除干净。3、安装前检查锚杆眼的方向、位置、深度及平直度是否符合设计要求，锚固剂、杆体是否合格，如有一项不合格要求，不得进行安装。4、树脂锚杆搅拌工具，可采用手持式气动帮机或锚杆打眼机，并配合连接套使用。5、安装时先将带帽螺母连接套拧紧在锚杆尾端螺纹

19、上，然后用锚杆体量准眼深，划好记号，再用锚杆体将锚固剂送到眼底，快推猛搅，迅速将锚杆体送到眼底，搅拌时间为15s20s。6、取下锚杆打眼机搅拌使用的连接套前，必须等锚固剂凝固后方可取下。7、锚杆尾部螺母必须拧紧，使托盘与岩面密贴，严防松动，锚杆体尾部丝扣外露螺帽长度15mmr50mm注意事项：在首次使用树脂锚杆前，必须进行试安装，并对一组锚杆进行破坏性试验，试装合格后方可使用。为防止锚固剂破损，在装运过程中要轻拿轻放，箱子要立放，堆码要整齐，每垛高度不宜超过三箱。超过有效期的锚固剂不准使用。树脂锚固剂应有专人负责，集中保管，每班应根据需要，随用随领，不准乱放。安装后巷道必须及时进行锚固力检测，

20、并做好检测记录，进行锚固力拉拔试验时，必须采取安全防护措施，注意顶板变化，正常检测不准连续选点。树脂锚固剂具有易燃性、腐蚀性，不得接触明火，严禁破坏包装，严禁直接接触眼睛。破损的锚固剂及时装运上井，不得在井下存放，其它未尽事宜按煤矿安全规程及有关树脂锚固剂出厂说明书执行。三、锚索安装工艺：1、每班必须按要求进行锚索施工，锚索拖后迎头不大丁5m当顶板不稳定时，锚索应紧跟迎头。钻眼前按设计定好眼位，眼向与巷道轮廓线的切线垂直，深度符合要求。2、打眼采用MQT-9诚MQT-130/3.2型风动锚杆钻机，湿式打眼，打眼前首先量好钢绞线长度，眼深比钢绞线短300mm误差为±30mn*宜，锚索施

21、工过程中须注意观察顶板岩性变化，以便及时修改锚索长度，确保锚索锚入稳定岩层不小丁1.0m。打完眼后，卸连接钎子时，人员要站在眼位一侧，避免钎子滑下伤人。3、人工将树脂药卷依次装入锚索眼中，用锚索将药卷缓缓送入孔底，将锚索另一端用专用搅拌器与锚杆钻机相连。4、一人扶住机头，一人操作钻机，一边推进，一边搅拌，快推猛搅20s后，停止搅拌，并保持锚杆钻机推力3min5min后，方可撤下锚杆钻机。5、打注锚索10min后，将锚索托盘（顺巷道方向）锚具装上，利用锚索涨拉仪紧固锚具，且达到涨拉预紧力80KN（22Mpa。四、支护工艺：1、锚网巷道采用2根前探支架作临时支护，锚网巷道施工中，循环进尺1.5m,

22、最大控顶距2.1m；前探支架采用15kg/m钢轨作挑梁，长度不小丁4.5m，前探梁间距不大丁1.4m,采用吊环固定，吊环为矩形，每根前探梁不少丁2个固定点，吊环螺丝拧入长度不小丁30mm安装吊环的锚杆锚注树脂锚固剂不少丁2块，前探梁上方用两块规格为：长X宽x=2.4mx0.15mx0.06m的木板梁和木棒木楔接顶，控制前探部分顶板。新开门口迎头打齐3排锚杆后，必须及时采用前探支架作临时支护。除非锚杆锚到迎头无空顶，否则严禁取下前探支架。每次爆破前，顶部锚杆距迎头不得超过1个排距（0.9m）。2、架棚巷道采用2根前探支架作临时支护，循环进度0.8m，最大控顶距1.0m，前探支架采用15kg/m钢

23、轨作挑梁，长度不小丁4.0m,两根前探梁问距1.2m。前探支架采用40T型刮板输送机链条，联接环和螺丝联接，螺帽要满扣，用木楔加紧，严禁重楔，吊挂前探支架的棚子必须背顶帮牢固，撑木齐全有效，每根前探梁固定点不少丁3个。五、架棚防倒措施：1、施工巷道迎头10m范围内的棚子采用金届防倒联锁器进行防倒，防倒联锁器要求每架棚上不少丁2副，防倒联锁器固定在每架棚两侧的棚腿上，相邻的两架棚棚腿上的联锁器上下交错布置，其固定位置：靠上面的一副要固定在棚口以下0.5m处，靠下面的一副固定在棚口以下1.1m处。上下两排要布置成直线，防倒联锁器要加紧、加牢，安全可靠，每次爆破前后要重新进行加固。2、迎头10m范围

24、内架棚棚腿必须打牢撑棒，背牢顶帮。每帮撑棒2根与防倒联锁器呈直线布置，确保支撑有力。六、支护材料的存码放：根据施工巷道所用的支护材料的规格、材料品种，码放在距迎头100m范围内，迎头备有不少丁10m巷道所用锚杆和架棚的支护材料，支护材料要分类码放整齐，不得影响行人和运输安全。七、巷道支护工程质量标准附表3-2:机巷矩形锚网支护质量标准表附表3-3:架棚支护质量标准表主要矿用材料支护要求表表3-1支护形式构件规格材质设计要求字冈棚棚梁（棚口）棚腿25002000矿用11#工字钢1、工字钢必须有出厂合格证或检验报告。2、工字钢规格必须符合规程设计要求。3、棚梁与棚口、棚腿与垫板之间焊接要牢固，平整

25、，焊缝尺寸角度符合要求，焊接无火渣、裂纹焊透现象，焊缝全长要有均匀的鱼鳞状表面。4、棚口高度50mm,超度80°。垫板110X90X4钢板充填材料小杆木托盘1200X90X40300X180>40优质木材1、使用坚硕木棒，规格符合规程设计要求。2、严禁使用桦木等脆性木材和杨木等软性木材。锚杆支护螺纹钢锚杆中=18mm5#钢（A5）螺纹钢筋1、杆体必须用5#钢（A5）螺纹钢或等强度钢筋，屈服载荷不低于7T。2、锚杆配件（锚固剂、托盘、螺母、钢筋梯等）使用标准配件，强度与结构必须与锚杆相匹配，强度不低于锚杆。3、锚杆及配件必须有产品合格证或检验报告。树脂锚固剂K2340或K2540

26、1铁托盘方：120X120X71钢板锚索15.24mm钢绞线1、钢铉线及其附件有产品合格证或试验报告。2、屈服载荷20T,长度符合规程设计要求。第四章施工工艺第一节施工方法1、本规程所施工巷道均采用钻爆法施工；采用锚网支护时循环进度1.5m,最大控顶距2.1m；架棚支护时循环进尺0.8m,最大控顶距1.0m。2、施工顺序(1) 打眼爆破打眼前，首先进行敲帮问顶，安排专人在支护完整的安全地点用长柄工具(长度不小丁1.5m)按由外向里、自上而下的顺序找掉巷道顶帮活煤砰，并按由外向里的顺序依次检查加固好迎头10m范围内的支护，使其符合质量标准，架棚巷道要紧固牢迎头10m范围内的防倒联锁器，确认无问题

27、后按设计要求画线点眼、打眼爆破。打眼爆破要严格按爆破说明书的要求进行。(2) 临时支护待炮烟吹散后，施工人员再次按由外向里的顺序进行敲帮问顶，检查加固好锚杆或支架，确认无问题后方可进入迎头进行临时支护。进行临时支护时，施工人员在牢固支护的掩护下将前探支架移至迎头，并拴挂牢固，用木板梁和木棒(架棚支护时把欲支棚梁架设在前探支架上，用不小丁1.5m的长柄工具推至迎头，使其符合要求，然后用木棒、木楔等)背牢顶板，人员在其掩护下出煤、砰。(3) 永久支护 锚网支护巷道出完煤、砰后，施工人员在前探支架的掩护下按设计间排距打出顶部锚杆眼，打注牢顶部锚杆。 架棚支护时，出完迎头煤、砰后，挖出腿窝支设永久棚，

28、然后做好壁棒，打齐撑木，并按质量标准加设牢固后即成永久支护。 在移动前探支架时，必须按由外向里的顺序在后方完好支护的掩护下进行，严禁空顶作业。第二节凿岩方式1、本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破煤、岩。2、打眼机具：采用ZQS-50/300型手持式气动帮机、ZY-24型或YT-28型气腿式风动钻机湿式打眼。打注锚杆采用MQT-90型或MQT130/3.2型风动锚杆打眼机或ZQS-50/1.6S型手持式风动帮机。第三节爆破作业1、爆破施工：所施工巷道均采用光面爆破，严格按照爆破说明书的要求打眼、装药、爆破，各类炮眼位置、角度、个数、深度、封泥、水炮泥、装药量、密管品种、装药结构、连线方式及

29、爆破顺序等必须符合说明书的要求。炮眼封泥长度均要全部封满。2、锚网、架棚支护巷道均采用斜眼多向楔形掏槽法。使用二级煤矿许用乳化炸药爆破，毫秒延期电$管(IV)引爆，最后一段的延期时间不得超过130m§电容式MZ-100型防爆炮器引爆，装药结构采用正向装药，采用木质炮杆装药定炮，全断面一次爆破。（1：50）（1：50）附图4-1:机巷矩形断面炮眼布置三面投影图附图4-2:梯形断面炮眼布置三面投影图附图4-3:装药结构示意图附表4-1:机巷矩形断面爆破说明书附表4-2:梯形断面爆破说明书第四节装、运岩（煤）方式1、运煤方式：采用多部SGWA40T刮板输送机接力运输，人工大锄配合扒煤板扒装

30、2、运砰方式：在适当位置打设渣窝，将砰石填入渣窝内。第五节管线、刮板输送机及轨道敷设1、电缆：电缆吊挂在人行道一侧底板以上1.8m处，每1.5m设一个电缆吊挂钩，电缆吊挂整齐，垂度适当。2、风水管：风水管吊挂在非人行道一侧，距底板1.0m,每3m固定一处，钢管距迎头不大丁30m在距施工迎头20叶30m改用胶管供风、供水，胶管吊挂整齐，紧跟迎头。3 、风筒：风筒吊挂在非人行道一侧，迎头30m内吊挂在顶部锚杆或棚梁结口处。风筒吊挂平直，逢环必挂，风筒口距迎头不大丁5m4 、刮板输送机敷设：刮板输送机敷设在非人行道一侧，敷设要平直，距迎头不小丁1.0m,人行道宽度不小丁0.8m，机头、机尾处人行道宽

31、度不小丁1.0m,刮板螺丝要齐全，紧固有效。第六节设备及工具配备设备及工具配备情况表表4-5设备名称设备型号及规格单位数量备注1局部通风机FBtDb4.5/2X5.5部2一台备用2风钻ZY-24或YT-28型台4一台备用3锚杆机MQT130/3.2型或MQT90型台3一台备用4风镐G10部25扭力扳手把26锚杆测力计LDZ系列台2一台备用7锚索涨拉仪MS15-180/60型台1一台备用8绞车JD-2或JD-2.5部29手持式气动帮机ZQb50/1.6S台3一台备用10刮板输送机SG40T台7一台备用第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织一、工作制度：采用兰八”作业制二、循环方式：采用锚

32、杆支护巷道循环进尺1.5m,班进两循环日进六循环；架棚巷道循环进尺0.9m,班进三循环，日进九循环。三、循环工序：打眼T爆破T临时支护T出煤、砰T永久支护T质量检查。四、劳动力配备：实行综合工种，一工多能，特殊工种要经过专门培训，持证上岗，每个工作地点配备10名工作人员，出勤率71.4%。附：劳动组织表锚网、架棚支护劳动组织表表5-1工种在册人数出勤人数延续时间备注Inm计12345678打眼、扒装、支护工755515各工种一工多能，综合作业，特殊工种必须持证上岗。爆破工21113运料工32226维修工11113刮板输送机/绞车司机兼职兼职兼职班长11113合计1410101030第二节循环作

33、业施工中按照正规循环作业图表的要求顺序，合理安排各类工种，尽量做到平行作业，最大限度地提高工时利用率和劳动效率。附表：锚网支护正规循环作业图表表5-2架棚支护正规循环作业图表表5-3第三节主要技术经济指标主要技术经济指标表表5-4项目单位指标备注锚网支护架棚支护1每循环在册人数人1414本面在册人数2每循环出勤人数人1010日出勤人数3出勤率%71.471.44循环进度米1.50.85月循环个数个150225每月按29天计算6月进度米2251807循环率%86.3%86.3%8效率工/m0.260.219炸药消耗kg/m4.8910密管消耗个/m19.33511坑木消耗m/m0.0160.09

34、12锚杆根/m顶：4.4帮:4.013锚索根/m0.67148#拔丝经纬网m/m2.861510#铁丝菱形网m/m2.9916工字钢kg/m180.9第六章生产系统第一节通风系统掘进工作面施工中，采用局部通风机压入式通风。一、掘进工作面需要风量计算1、按照瓦斯涌出量计算Qf=100qhg-khg=100X0.02x1.2=2.4m3/min式中：qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.02m3/min。khg-掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，（取1.2）100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。2、按照二氧化碳涌出量计算Qf=67qhc-khc=67X0.2X

35、1.2=16.08m/min式中:qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.2m3/min；khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，（取1.2）67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数3、按炸药量计算Qf>10Af3.>10X7.2=72m/min。式中：Af一掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，7.2kg。4、按工作面人数进行计算Q>4Nf4X12=48n3/min式中：Nf一掘进工作面同时作业人数，取12人。5、按风速进行计算Qf>60X0.25Shf3.60x1.4=84m/min式中：Sf一掘进工作面巷道的净断面积，5

36、.6m2。按上述条件计算的最大值，确定工作面需要风量为84m/min。6、验算a）按最小风量进行验算Qf>60X0.25Shf,_3.170>60x1.4=84m/minb）按最大风量进行验算Qhf<60X4.0Shf一-一一3_-170w60x22.4=1344m/minSf一掘进工作面巷道的净断面积，5.6m2。根据实测，FBDM4.5/25.5局部通风机，使用巾500mift筒，局部通风机实际吸风量为170m/min。经验算局部通风机实际吸风量满足工作面需要风量，局部通风机选取符合要求。二、局部通风机全风压供风量计算Qf=Qf1+60X0.25Shd3.=170X1+6

37、0X1.4=254m/min式中：Qf局部通风机实际吸风量170m/min；I一掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25一半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；2Shd一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，5.6m。经以上计算，确定工作面局部通风机全风压供风量为254nVmin。三、局部通风机安设地点和通风系统1. 局部通风机安设地点311916机巷局部通风机安设在3ii900下部轨道巷距回风口10m外的新鲜风流中，局部通风机安设地点巷道风速不得低丁0.25m/s。局部通风机必须安设在牢固可靠的安全地点，由中=500mm勺抗静电、阻燃风筒将新鲜风流送至施工迎头。2. 通风系统具体通风路线

38、：进风路线：r-250人车下山地面T副井TT-350轨道石门T上组煤-350东大巷T3ii900下部轨l-250集中下山道巷T局部通风机T施工迎头回风路线：施工迎头T3i900下部皮带巷T上组煤-350皮带巷T北风井T地面。附图6-1:通风系统、局部通风机安装位置示意图第二节压风系统掘进工作面风源来自北风井压风机房SA220-6K型压风机供风，经159mnfi勺钢管自北风井t3900轨道上山t上组煤-350东大巷t3ii900下部轨道巷用50mnti勺钢管接至施工地点，距施工迎头10叶30m改为50mm勺胶管供风，迎头风压不小丁0.5MP&附图6-2:压风系统图第三节防尘系统掘进工作面

39、水源来自矿井地面水处理厂，经108mm勺防尘管路自副井t-250m石门T-250m管子道T-350m轨道石门t上组煤-350东大巷311900下部轨道巷用50mm!勺钢管接至施工地点，距施工迎头10m30m改为25mnS勺高压钢编油管供水。1、掘进迎头10m内安设放炮远程喷雾，喷雾能喷到迎头且封闭巷道全断面；掘进迎头外30m-60m范围内安设三道能封闭全断面的风流净化水幕，30m处安设一道风流净化水幕，50m处安设一道旋转水幕，60m处安设一道风流净化水幕和捕尘帘，水幕下方不得有任何设备、物品，回风净化水幕能有效封闭巷道全断面。爆破时及时开启喷雾。2、所有转载点必须安设喷雾头，扒装时及时开启。

40、3、施工时必须采用湿式打眼，短壁煤层注水、定炮使用水炮泥、爆破喷雾、扒装洒水、冲刷巷帮、净化风流等综合防尘措施。每50m水管设1个三通。4、所有综合防尘设施必须挂牌管理。防尘系统：矿井水处理厂t副井t-250m集中下山T-350m轨道石门t上组煤-350东大巷3II900下部轨道巷t施工迎头。T湿式打眼T短壁煤层注水（煤巷、半煤岩巷）T净化风流水幕T扒装洒水T装水炮泥水针T冲刷岩帮水管T爆破远程喷雾附图：防尘系统示意图图6-3第四节防灭火1、本掘进工作面煤层为自然发火煤层，发火期612个月，掘进过程中不易造成煤炭自燃；本规程设置的供水水源能满足防灭火需求，与防尘系统供水管路共用一套。2、3II

41、916机巷防火重点是防设备、机械摩擦生热、电缆和人为火灾。33、3II916机巷门子口附近10m内配备火火器2个，防火火沙箱不小丁0.5m,消防软管30m等防灭火材料。防火系统：矿井水处理厂t副井t-250m集中下山T-350m轨道石门t上组煤-350东大巷3II900下部轨道巷T施工迎头。附图6-3:防火系统图（见防尘系统示意图）第五节安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不问断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为0.5%）必须立即停止工作汇报调度室进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，

42、在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面回风5m范围内无风筒一侧，当报警时，必须立即停止工作，汇报调度室进行处理。4、电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：按照煤矿安全规程规定：安设瓦斯监控系统及甲烷传感器。掘进工作面安设甲烷传感器2个，对工作面瓦斯情况进行连续监测。1、第一个甲烷传感器应垂直悬挂在支护良好、无滴水、便丁观察地点，安设在掘进工作面距迎头不大丁5m范围内无风筒

43、一侧，其瓦斯报警浓度！>0.5%,瓦斯断电浓度！>0.5%,复电浓度T<0.5%断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、第二个甲烷传感器安设在距回风巷道10m15m处。瓦斯报警浓度：Ti>0.5%;瓦斯断电浓度：Ti>0.5%;复电浓度Ti<0.5%;断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。另外，在掘进工作面外30m范围内的风筒上设置风筒传感器。3、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大丁300mm,距巷帮不得小丁200mm4、甲烷传感器每隔7天调校一次，并每7天对甲烷超限断电功能进行测试。5、工作面瓦斯监测系统必须由专

44、人进行维护，确保系统灵敏可靠。6、当甲烷传感器达到报警、断电浓度时，必须停止作业、查明原因，及时采取措施进行处理。附图6-4:安全监测仪器仪表安装示意图第六节供电系统掘进工作面电源来自3ii900变电站，主回路电源来自该变电站315-9#变电站用S=70mm2的电缆引入，副回路电源来自该变电站315-6#变压器用S=25mm2勺电缆引入，供电方式为双回路供电，迎头采用风电、瓦斯电闭锁。一、供电系统说明：1、3ii916机巷供电由3ii900变电所供电：第一路由3ii900变电所400-337开关供电，供机巷6部刮板输送机、局部通风机及信号综第二路由3ii900变电所400-336开关供电，供出

45、口局部通风机；随着掘进头的推进、供电负荷的变化，及时通知机电部调整负荷。二、照明系统：在风电闭锁及各部运输机转载点处，安设防爆灯进行照明，并利用信号照明综保进行供电。三、设备维修与保养：每天的检修时间安排在交接班期间进行，掘进头主要设备如刮板输送机、每天检查一次，其它设备定期检修。各电气设备要保持活洁，坚持每天活擦不少丁一次，保证物见本色。3II916工作面机巷负荷统计表设备名称台数额定功率刮板输送机6240KW局部通风机27.5KW工Pe=6X40+2X7.5=255KW短路点计算及校验：以di为例400-337开关整定400ALH1=889.8m查表Id1(2)=793A校验KLH1=2.

46、15>1.5合格附图：供电系统示意图图6-5第七节排水系统1、含水层3h916工作面水文地质条件简单，煤3直接顶为粉砂岩，厚度1.02.5m,平均1.5m；老顶为细砂岩，厚度为1.03.0m,平均1.5m,岩层富水性较弱，连通性较差，只在局部或顶板破碎地段有少量的砂岩裂隙水。2、老空水3n916工作面机巷上覆31109X作面老空水已经在3n918工作面机巷掘进过程中进行了探放，因此不受老空水威胁。3、涌水量预计掘进过程中主要水源来自少量的顶板砂岩裂隙水和生产用水，根据相邻工作面掘进情况预计3n916工作面工作面掘进期间正常涌水量1.0m3/h，最大涌水量5.0m3/h。因下山掘进在适当位

47、置施工水仓，配齐排水设备，完善排水系统，确保排水畅通。4、泄排水路线施工地点3i900下部皮带巷t3ii900下部皮带联络巷t3n900下部轨巷-350东大巷t-350水仓t地面。附图：排水系统示意图图6-6第八节运输系统3ii916机巷采用多部SGW40T刮板输送机接力运输。运煤系统：施工迎头t3900下部皮带联络巷t3ii900下部皮带巷t上组煤-350皮带巷t上组煤-350皮带石门T-250上仓皮带巷T主井T地面。运砰系统：在该巷道内施工渣窝，砰石填入渣窝。运料系统：由副井T-250集中下山T-350轨道石门T上组煤-350东大巷t3ii900下部轨道巷t施工迎头。附图：运输系统示意图图

48、6-7第七章灾害预防及避灾路线一、预防顶板事故（一）危险因素分析1、该巷道掘进范围内，煤3h届丁结构复杂、厚度稳定的中厚煤层，煤层厚度为1.22.0m,平均1.6m左右，煤层中部含一层粘土质粉砂岩火石，厚度0.050.9m,平均0.3m。该煤层上距煤3i为5.07.6m；平均6.3m左右。2、该巷道掘进范围内，影响掘进的主要地质因素是断层。根据上覆煤3和相邻3n918工作面机巷和3n900下部轨道巷、皮带巷实际揭露资料分析，本工作面地质构造比较复杂，受西邻CWF钮层（Z60°75°H=10.020.0m）影响，可能揭露一些附生小构造，对掘进施工造成一定影响，另外根据一采区物

49、探资料分析，工作面北部发育两条物探断层：CWF9层（/60075°H=15.069.0m）和CWF9-1断层（Z60°H=A6而,由丁该范围内断层控制点较少，因此其具体发育情况及对施工的影响程度还需施工过程中进一步验证；。3、该巷道掘进范围内，无岩浆侵入体、岩溶陷落柱和古河流冲刷变薄等现象。综合以上因素，该巷道顶板管理隐患主要是断层处理，处理不及时或处理不当会造成巷道冒顶或片帮伤人。（二）预防措施1、该巷道掘进巷道为独头掘进，施工过程中必须加强顶板管理，使用好前探支架，严格控制好顶眼及周边眼的装药量。确保围岩的稳定性。施工过程中出现损坏支架或失修巷道要及时修复合格，防止冒顶

50、将人员堵在迎头。2、施工中，严格执行敲帮问顶制度、安全检查制度和交接班制度，施工前必须认真检查迎头顶板、两帮及支架情况，有异常情况及时汇报和处理。不得在危险区停留和休息。3、每次定爆破前，锚杆支护巷道紧固牢爆破地点10m范围内的锚杆，架棚巷道必须正规使用好爆破地点10m内的防倒联锁器，加固牢爆破地点10m内的棚子，打齐撑棒。4、爆破打倒打歪的棚子，必须待吹散炮烟后，由外向里在牢固支架或前探支架掩护下，敲帮问顶，逐架扶正，背实、加牢，在移动、支设前探梁时，要由外向里，在永久支护掩护下操作，严禁空顶作业。5、因巷道压力大，顶板破碎等因素进行背棚或修复巷道及处理门子口时，撤出施工地点以里所有人员。6

51、、巷道开门、过断层、过压力集中区施工等特殊地点编制专项措施，采取措施加强巷道支护。二、预防瓦斯事故（一）危险因素分析本掘进工作面瓦斯绝对涌出量：0.02m3/min,受断层、地质条件变化有可能发生瓦斯积聚、瓦斯引燃事故。（二）防止瓦斯积聚的措施1、加强通风系统管理，通风设施构筑符合要求，防止跑、漏风。井下所有工作地点都要有足够的风量。2、禁止超过6m的扩散通风和不合理的申联通风。3、掘进工作面不得随意停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，巷道口设置栅栏，并挂明显警示牌，严禁人员入内。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%

52、时方可开启局部通风机。凡是因故停电、停风时，迎头人员要立即撤到安设局部通风机的进风流中，并派人查明原因，送电前要首先检查有害气体浓度只有在有害气体浓度不超过规定时，方准由专(兼)职局部通风机司机开启局部通风机，恢复正常通风后，方可允许人员进入工作地点。如果经检查瓦斯浓度超过0.8%,二氧化碳浓度超过1.5%寸必须编制专门的排放瓦斯措施，待有关部室和领导批准后，方准排放。如果迎头暂时停工，施工单位必须安排专人看管局部通风机进行通风。否则，施工单位要立即与有关单位配合，先撤除迎头的设备、材料等，然后再与通风区联系撤除风筒，最后由通风区在该迎头开门口2m以内处砌筑砖墙，并揭示警标，禁止人员入内。如迎

53、头恢复生产时，必须按照煤矿安全规程第141条执行，并按规定编制专门的排放瓦斯措施，经有关部室审批后方准排放，其排放工作必须由矿山救护队进行。4、严格盲巷管理。凡是出现6m以上的盲巷，施工单位必须立即通知通风区及时予以封闭。5、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工、瓦斯检查员要做好“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在掘进工作面回风5m范围内无风筒一侧。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%寸，必须停止使用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯

54、浓度达到0.5%时，严禁爆破。掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大丁0.5m3积聚的瓦斯浓度达到2%寸，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。掘进工作面有关风流方面的规定：(1) 掘进工作面风流是指掘进工作面到风筒出风口这一段巷道的风流；(2) 掘进工作面回风流是指风筒出风口到进入全风压风流混合处这一段巷道的风流；(3) 掘进工作面放炮地点20m以内风流是指掘进工作面放炮地点20m范围内巷道的风流。6、所有放炮地点都必须严格执行“一炮三检”制度，并把检查结果及时记录在“爆破连锁记录本”、“爆破时控卡”、“一炮三检牌板”中。7、区队管理干部、工长、班组长、爆破工、电钳工下井时，要携带便携式甲烷检测报警仪，按有关规定进行瓦斯检查。班组长便携式甲烷检测报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧。8、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电、瓦斯电闭锁装置。9、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。10、掘进工作面瓦斯和二氧化碳浓度应每班检