73901工作面掘进作业规程.docx
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73901工作面掘进作业规程
第一章地质概况
一、工作面煤（岩）层、围岩特征及柱状图
1、煤层情况：
73901工作面位于太宁公路和杜儿坪断层北部，距太宁公路550m，工作面标高1017—1095m，地面标高1376—1530m，盖山厚度295—447m；煤层为3号煤，煤厚2.7—3.23m，平均2.97m，煤层厚度稳定，结构简单。
该工作面走向长1078m，倾斜长199m，面积214522m2，煤层倾角3°—12°，平均6°。
工作面由北向南逐渐增厚，顶板向下0.3—0.5m处有一层稳定夹石，夹石厚度0.1—0.3m。
在地质构造附近煤层厚度有所变化。
2、围岩特征：
煤
岩
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩石特征
老顶
粉砂岩
13.40
深灰色，顶部和底部分别有薄层泥岩。
直接顶
细砂岩
2.91
灰色细粒砂岩，顶部有0.3m的砂质泥岩。
伪顶
炭质泥岩
0.8
有白云母碎片及植物化石碎屑,并含煤屑。
直接底
粉砂岩
细砂岩
粗砂岩
14.83
上部灰色粉砂岩，富含植物根化石，中部细砂岩或砂质页岩，下部为浅灰色粗砂岩，分选磨园差，泥质胶结。
老底
Ｋ5砾岩
9.43
灰白色砾岩夹中砂岩，含石英燧石，最大砾径15mm，一般5－8mm。
3、煤岩层综合柱状图（见附图一）。
二、地质构造及其平、剖面图
1、褶曲：
工作面总体为一单斜结构，由北向南倾斜，位于切眼附近煤层倾角较大，大约-12°，工作面北部至中部煤岩层倾角-2°—-6°。
陷落柱影响，局部伴生小褶曲发育，煤岩层走向变化大。
2、陷落柱：
经上部2号煤采空区揭露10个陷落柱，掘进中有4个陷落柱将要遇到，分别为73901副巷距设计停采线约830m的623号、72901正巷距设计停采线约120m的1073号、750m的1074号、820m的1075号陷落柱，其中623号陷落柱未控制大小，需要进一步查明。
3、断层：
工作面小断层发育，据2号煤揭露H＝1.0m以上的正断层，副巷有2条，分别为距设计停采线约150m和230m。
断层多为陷落柱的伴生断层，其走向延伸较短，但对回采有一定影响。
4、地质构造列表
地质构造情况
陷落柱
编号
预计陷落位置
预计穿越陷落柱长度（m）
长轴（m）
短轴
（m）
面积（m2）
623
X=4187126
Y=37617156
40
60
40
215
1093
X=4187770
Y=37616794
32
21
501
1095
X=4187533
Y=37616897
68
36
1718
1096
X=4187391
Y=37616850
88
38
2647
1122
X=4187687
Y=37616779
26
15
288
1103
X=4187052
Y=37617093
26
17
318
1104
X=4187047
Y=37617062
10
4
34
1073
X=4187669
Y=37616632
12
75
49
回采可采范围范围之外
1074
X=4187114
Y=37616917
15
31
18
可可采范围之外
1075
X=4187048
Y=37616955
33
40
34
218
断层
编号
名称
性质
走向
倾向
倾角
落差
对掘进的影响程度
1
F1
正断层
177°
267°
60°
1.3m
有一定影响
2
F2
正断层
69°
159°
75°
1.2m
有一定影响
4、工作面裂隙节理发育，主节理方向为北东向。
5、地质预测剖面图（见附图二）
三、掘进工作面周围的采掘情况
本工作面北邻南大巷及南八九尺轨道，南邻杜儿坪断层，西邻73902工作面（未掘），东邻南七盘区及85－3号钻孔。
上部为72901工作面采空区，2号煤与3号煤层间距平均约3.71m。
四、掘进工作面周围的预计水文地质条件
73901工作面位于南九盘区，其东邻南七盘区2号煤的12801、12802、12803、12804、12805、12806六个工作面均已回采，其采空区全部有采空积水，距2号煤72901采空区52m，积水情况如下：
与73901工作面副巷相距最近的12804、12806工作面采空区在60m以外，对73901副巷掘进不会造成威胁。
正、副巷从2号煤72901采空区下部通过，存在老窑积水，积水面积25366m2，积水量65520m3，最低积水标高1025m，水压小于0.1MPa，平均层间距3.91m，给73901工作面的正、副巷掘进带来水害威胁，需要提前探放水，以保证工作面安全掘进。
预计单孔涌水量10－30m3/min。
最大涌水量0.67m3/min，正常涌水量0.05m3/min。
五、掘进工作面周围煤（岩）层预计瓦斯涌出量、煤尘爆炸性。
瓦斯
瓦斯绝对涌出量为1.25m3/min。
煤尘
煤尘有爆炸危险性，爆炸指数19.59%。
煤的自燃
煤层自燃倾向等级Ⅰ级，容易自燃。
六、重要地质情况预报及提示
1、严格按照“有掘必探，先探后掘”的原则对工作面上部积水区探放水，确保2号煤采空区积水不对生产造成威胁。
2、工作面切眼250m区段内煤层倾角达到-12°，届时制定相应安全措施，确保安全生产。
3、陷落柱、伴生小断层发育，造成顶板破碎且裂隙节理发育，届时加强地质构造周边顶板支护。
第二章工程概况
一、巷道用途简述
73901工作面包括正巷、副巷、切眼。
副巷为回采时运料巷；正巷为回采时运煤巷；切眼内安装支架、采煤机、运输机进行回采。
二、巷道平面布置图（见附图三）
三、巷道工程量
73901工作面正巷全长1192m；副巷全长1212m；切眼199m，油库、备件库各一个，绞车窝4个共18m。
总工程量为2621m。
四、工程施工安排
73901正巷→73901副巷→73901切眼。
五、矿压观测
1、观测对象：
73901正巷、副巷。
2、观测内容：
巷道顶板离层量，锚杆、锚索锚固力。
3、观测方法：
顶板离层量观测使用顶板离层仪，巷道每50m安设一个顶板离层仪，离层仪打设在巷道中央顶板上。
每5天观测一次并做好记录。
根据观测结果，如顶板下沉严重时，及时汇报生产科及有关领导，及时采取措施。
锚杆锚固力采用LDZ-200型拉力计，每50m做一次试验，每次三组，直至巷道掘送完毕。
第三章巷道断面及支护形式
一、巷道断面
1、巷道断面形状及尺寸表:
巷道名称
形状
净宽（m）
净高（m）
净断面（m2）
备注
73901正巷
矩形
4.0
2.8
11.2
2—2断面
梯形
上宽3.3
2.8
10.64
6—6断面
下宽4.3
73901副巷
矩形
3.7
2.8
10.36
1—1断面
梯形
上宽3.0
2.8
9.8
5—5断面
下宽4.0
73901切眼
矩形
5.5
2.8
15.4
3—3断面
皮带机头硐室
矩形
4.6
2.8
12.9
4—4断面
水窝
矩形
2.4
3.3
7.9
7—7断面
油库、备件库、绞车窝
矩形
3.7
2.8
10.36
1—1断面
2、巷道设施布置：
（具体布置见附图四）
施工期间，压风管（3寸）、静压水管（3寸）、排水管（3寸）布置在巷道前进方向左帮，固定在顶角锚杆上，每10m安设一个标准连接卡子，每5m加一个“C”型钩；风筒布置在前进方向右侧靠近顶板处；电话线、瓦斯监控线、信号线、电源线布置在巷道前进方向的右帮，使用专用电缆挂钩每隔1m紧贴煤壁帮锚或棚腿吊挂一道；胶带运输机铺设在巷道前进方向左侧，距左帮间距为1.1m，人行道布置在巷道前进方向的右侧，距右帮间距不小于1.5m。
二、永久支护型式
1、本工作面施工采用全锚支护，顶板采用W钢带、锚杆、锚索、钢筋网联合支护；两帮均采用菱形网、W铁片、螺纹钢锚杆支护。
支护材料、规格及相关参数见表及支护断面图：
编号
名称
用途
规格
1
顶锚杆
顶板支护
φ20×L2000mm螺纹钢锚杆
2
帮锚杆
帮支护
φ20×L1800mm螺纹钢锚杆
3
玻璃钢锚杆
切眼采帮支护
Φ18×L1800mm玻璃钢锚杆
4
W型钢带
顶板支护
L3800mm钢带L3500mm钢带L3100mm钢带L2400mm钢带
L1800mm钢带L1700mm钢带
5
锚索
顶板支护
φ17.8×L5000mm钢绞线
φ17.8×L4000mm钢绞线
φ17.8×L3500mm钢绞线
6
方铁片
锚索配用
200×200×19mm（φ≥19mm）
7
钢筋网
顶板铺设
φ6×2000×850mm
8
菱形金属网
全锚帮用
1600×1600mm
9
W铁片
煤帮支护
200×200mm
10
垫片
顶、帮锚杆配用
100×100mm
11
树脂凝固剂
锚固
MSCK2355
12
工字钢棚梁
棚锚联合支护
11号矿用工字钢3.6m，净口3.3m
11号矿用工字钢3.3m，净口3.0m
13
工字钢棚腿
棚锚联合支护
11号矿用工字钢3.0m
14
单体液压支柱
切眼用
3.15m单体
2、掘送过程中，遇顶板破碎、压力显现、顶板淋水增大、进入采空区积水区或遇无炭柱等地质构造，无法采用全锚支护，或在采空区内2号煤与3号煤净层间距小于3.5m时，改为棚锚联合支护。
三、支护及空顶距
（一）临时支护
1、全锚及棚锚均采用及时打注锚杆作为临时支护；棚锚联合支护时，如顶板破碎，可在打注顶锚杆的同时铺设钢筋网，在其掩护下架棚支护；
2、临时支护工艺及要求：
（1）掘进机割够1.2m后，将掘进机退出掌头3-5m，截割头落地停机并闭锁，断开掘进机电源开关。
司机盖好截割头护罩后，锚杆支护工站在永久支护下，用长度不小于1.8m的长柄工具处理顶帮的浮岩活石并进行敲帮问顶，确认无危险后，人员站在永久支护侧铺设顶网，最后进行锚杆支护作业。
（2）巷道采用棚锚支护时，采用2m长的破板斜插入棚腿探至工作面的方法作为两帮临时支护。
（3）采用炮掘施工棚锚支护巷道时，工作面向外10m的棚腿必须加设防倒装置。
（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，撤出人员，采取措施。
由跟班队长确认安全后，方可继续施工。
（二）锚杆支护工艺及要求
1、最大空顶距为1.2m，最小空顶距为0.4m，循环进度为0.8m。
施工过程中，顶板遇构造节理发育、顶板破碎、压力显现时，要采取加强支护措施，及时缩小循环，最大空顶距改为1.0m，最小空顶距改为0.4m，锚杆间排距为0.6m。
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。
3、全锚最大（最小）空顶距、帮距的平（剖）面图（见附图五、六）。
四、质量标准化管理
1、施工中杜绝出现锚杆、锚索松动现象。
由当班验收员用力矩扳手对本班打注后的锚杆进行紧固，紧固力达到要求。
2、验收员必须将各班所施工的工程作好标记，并认真填写质量验收记录，以备后查。
3、各班的跟班队长、工长、验收员是当班质量负责人，必须严把质量关，确保当班工程质量达标，对不合格的工程必须返工处理直至合格。
4、激光指向仪使用及中腰线管理严格遵守《杜儿坪矿技术管理规范汇编》中第291-303条的相关规定。
5、严格执行西山煤电集团公司《生产矿井安全质量标准化标准及考核评级办法》中的有关规定：
全锚支护标准：
（1）、巷道净宽0～+200mm。
（2）、巷道净高0～+200mm。
（3）、锚杆安装：
安装牢固，托板密贴壁面，未接触部位必须楔紧；锚杆抗拔力最低值不小于设计值，锚杆外露长度不大于50mm；锚索锁定后预应力最小值不小于设计值，锚索外露长度不小于150mm且不大于300mm。
（4）、铺网质量：
铺设平整，网边搭接压茬严密，接茬使用铁丝隔孔连接，基本密贴壁面，空帮处必须用破板构严。
（5）、钢带铺设：
安装牢固，基本密贴顶板，不松动。
（6）、锚杆间、排距：
-100～+100mm。
（7）、锚杆孔深度：
顶锚：
1950～2000mm。
帮锚：
1750～1800mm。
棚锚支护标准：
（1）、巷道净宽0～+200mm。
（2）、巷道净高0～+200mm。
（2）、锚杆间、排距：
-100～+100mm。
（3）、水平巷道前倾后仰：
支架前倾、后仰不超过±0.5°。
（4）、支架迎山角:
迎山角不超过设计+0.5°，不得退山。
（5）、撑（拉）杆位置、数量：
撑（拉）杆和垫板的位置、数量全部符合设计要求。
（6）、背板安设位置、数量：
全部背板背紧背牢，背板的排列位置和数量基本符合设计要求。
（7）、柱窝挖到实底，其深度符合设计要求。
（8）、支架梁水平、扭矩：
水平≤50mm、扭矩≤100mm。
（9）、支架间距：
-100mm—+100mm。
第四章掘进方式
一、综掘掘进方式及工艺流程
1、掘进方式：
选用EBJ-120TP型掘进机，采用全断面跟3#煤层顶板一次成巷的方式掘进。
73901正、副巷施工使用DSP1010/650型可伸缩胶带输送机运煤，切眼施工增设一部电滚筒皮带输送机配合掘进机截割出煤循环作业。
2、生产工艺流程：
（见附图七）
准备（交接班、质量检查、延长胶带输送机等）→安全确认（敲帮问顶等）→割煤→出煤→支护（临时支护、永久支护）→收尾→下循环。
3、掘进机截割工艺：
截割程序断面图（见附图八）
为了控制顶板，减少空顶时间，便于装载和提高工时利用，首先将截割头从工作面底部左右截割，然后抬起截割头往返切割，由下往上反复几次，直到顶板，最后刷两帮，保证巷道成型。
待支护完毕后，循环作业。
4、遇岩石坚硬或地质构造，不宜掘进机截割时，则采用震动爆破的方法松动岩石，协助掘进机截割。
二、炮掘掘进方式及工艺流程
1、掘进方式：
73901正、副巷施工采用全断面正向装药一次起爆的作业方式。
（炮眼布置及参数见附图九、十）
2、工艺流程：
（见附图七）
准备→安全确认→钻眼→装药连线→安全确认（检查瓦斯、撤人放警戒等）→爆破→检查瓦斯及爆破效果→出煤→支护（临时支护、永久支护）→收尾→下循环。
3、爆破工序要求
（1）放炮前，必须详细检查掌头10m范围内的支护，发现问题及时处理。
（2）必须严格按照地质科给定的中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。
（3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式打眼。
（4）严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度。
三、作业方式
工作面割煤、运煤、运料平行作业，割煤、支护循环进行。
第五章运输方式及管理
一、煤的运输方式
机掘施工时：
掘进机落煤→掘进机桥式转载机→650型胶带输送机（刮板输送机）→电滚筒皮带→40T刮板输送机→南八集中煤仓→5t矿车→井底车场煤仓→强力皮带→地面。
炮掘施工时：
爆破落煤→掘进机出货（经掘进机桥式转载机）→650型胶带输送机（刮板输送机）→电滚筒皮带→40T刮板输送机→南八集中煤仓→5t矿车→井底车场煤仓→强力皮带→地面。
二、矸石的运输方式
工作面落矸→掘进机装运→桥式转载机→胶带输送机（刮板输送机）→南八集中煤仓→1.5t矿车→副斜井→矸石山。
三、材料、设备运输方式
采用轨道运输，电机车、绞车牵引，运输至料场后，人工运送至使用地点。
其路线如下：
地面→副斜井→1010水平南大巷→南八材料斜坡→南八九尺轨道巷→工作地点。
四、人员运输方式
人员乘坐索车至井底车场，再乘坐架线电机人车至南八盘区，步行至工作面。
四、运输管理规定及措施
1、各类司机必须持证上岗，并严格执行各设备操作规程。
2、进出大型设备配件或支护材料时，至少三人配合作业，运输前首先检查装车高度、宽度及捆绑是否牢固、合理，平板车之间连接必须使用锚链、U型环连接，螺丝必须带满扣，绞车必须由采区准备队专职司机操作，警戒人员必须在安全地点设好警戒。
3、斜坡运输时，警戒人员必须在斜坡上下安全地点设好警戒，并严格执行“行车不行人、行人不行车”制度。
4、人工抬运大型设备、配件时，必须捆绑牢固结实，人员要相互配合好，动作协调号令一致，防止碰伤。
5、抬运工字钢、风水管等长物件时，人员要相互配合好，保持一定的安全距离交错行走，动作协调号令一致，轻拿轻放，防止物件反弹伤人。
6、盘区材料运输，严格执行三采区三准备队制定的《南八盘区运输作业规程》以及矿有关运输的规定。
第六章通风管理
一、风量计算及局部通风系统图：
（一）风量计算：
每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、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、按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘通（m3/min）
式中：
Q掘—单个掘进工作面所需要风量，m3/min
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，本工作面为1.25m3/min
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数。
取1.5。
经计算：
Q掘=100×1.25×1.5＝187.5m3/min。
2、按掘进面同时作业人数和炸药量计算需要风量：
每人供风不小于4m3／min：
Q掘＞4N＝4×20＝80（m3／min）
每千克炸药供风不小于25m3／min：
Q掘＞24A＝24×9.6＝230.4（m3／min）
式中：
N—掘进工作面最多人数，20人。
A—一次爆破炸药最大用量，取9.6Kg。
所以取Q掘＞230.4m3／min。
3、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：
Q掘=Q扇×Ii＋60×0.25S（m3/min）。
式中：
Q掘—局部通风机处实际需要配风量。
（m3/min）
Q扇—局部通风机实际吸风量，m3／min。
安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。
取250m3／min。
Ii—掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
取1。
S—掘进巷道断面积。
取11.2。
经计算：
Q掘=250×1＋60×0.25×11.2＝418m3/min。
4、风速验算:
Q压418
V=────＝──────=0.62m/s
60×S60×11.2
式中：
V—风速，m/s
Q压——掘进工作面局部风机处全风压配风量，4183/min
S——掘进巷道净断面。
取11.2m2
经计算：
V=0.62m/s
以上验算符合《煤矿安全规程》中煤巷半煤岩巷通风速最低0.25m/s、最高4.0m/s的规定。
因此掘进工作面风机全风压配风量为468m3／min。
根据以上计算得知：
选用一台2×30KW风机（开单电机）可满足掘进工作面风量要求。
（二）局部通风系统（见附图十一）
新鲜风流：
地面→主、副斜井→1010水平南大巷→南八材料运输斜坡→南八九尺轨道巷→局扇→工作面。
污风风流：
工作面→回风横川→73901回风斜巷→南翼总回风巷→新华村回风井→地面。
二、安全监测、监控仪器、仪表布置：
1、工作面安设瓦斯监测探头T1，回风口安设探头T2。
探头与动力分路开关必须联锁，实现瓦斯电闭锁，瓦斯探头安设位置及功能见下表（工作面开口掘进5m时，可只安设T1探头，但从巷道推进到30m起必须安设T2；当推进到800m时，在巷道中部安设TM）：
项
头
探
目
T1
T2
TM
安设位置
工作面距掌子头5m范围内；距顶≤0.3m，距帮≥0.2m，无风筒侧。
距全风压回风口10—15m范围内；
距顶≤0.3m，距帮≥0.2m，无风筒侧。
400m处；距顶≤0.3m，距帮≥0.2m，无风筒侧。
瓦斯
报警点
≥0.8%时
≥0.8%时
≥0.8%时
瓦斯
断电点
≥1.3%时
≥0.8%时
≥0.8%时
断电范围
掘进巷道所有非本安型电气设备。
复电点
瓦斯浓度<0.8%时，方可恢复送电。
2、瓦斯探头由监控队负责安装、延线和维护，须定期检查瓦斯探头的准确度、灵敏度。
T1探头的挪移由各班工长一人负责，随循环的推进及时前移。
3、工长、掘进机司机、爆破工、电工必须携带便携式瓦斯报警仪。
工长的仪器挂于掌子头无风筒侧5m范围内，距顶不大于0.3m，距帮不小于0.2m。
掘进机司机应注意瓦斯报警仪读数，当达到0.8%时，要停止掘进机工作；当达到1.3%时，电源自动切断。
只有当瓦斯浓度降低到0.8%以下时，方可重新启动掘进机进行作业。
4、干部下井携带便携式瓦斯报警仪，随时检查瓦斯浓度。
5、当工作面瓦斯浓度达到0.8%时，须停止作业，当瓦斯浓度达1.3%时，电源自动切断，工作人员应立即撤出，汇报采区调度等候处理。
6、洒水灭尘时严禁将水洒在探头上。
7、工作面距掌子头第二节风筒安设风筒断电仪，实现风电闭锁。
8、通风安全监测、监控仪器仪表布置图（见附图十二）。
三、综合防尘、防灭火措施
（一）安装说明见下表
巷道名称
净断面（㎡）
水袋容量（L/个）
应设数量
（个）
实设数量
（个）
总水量
（L）
73901正巷
11.2
20
112
112
2240
73901副巷
10.36
20
104
104
2080
（二）综合防尘、防灭火设施布置图（见附图十三）
四、通风管理规定及措施：
1、施工中，配备2台2×30KW风机（开单电机），两台风机实行双电源自动切换，每天由专职电工进行试验，杜绝无计划停风。
风机距回风口不得小于10m，吸进风流中瓦斯浓度不得超过0.5%，风筒出风口距掌子头保持5—10m范围内。
2、通风区配专职瓦检员按巡回检查路线进行瓦斯检查，杜绝空班漏检。
3、所有作业人员应爱护通风设施，发现风筒断开或有破口时，应及时补接好，杜绝无风、微风作业。
4、掘进作业中遇构造瓦斯涌出异常时，必须立即停止工作，撤出人员，切断电源并及时汇报采区调度。
第七章机电管理
一、设备配备表及在施工巷道中的布置
1、设备配备表
序号
设备名称
型号
单位
数量
备注
1
掘进机
EBJ-120TP（175+7.5KW）
台
1
2
胶带输送机
DSP1010/650（55KW）
部
3
电滚筒（2×11kw）
部
1
切眼使用
QBZ—80
台
1
电滚筒用
3
刮板输送机
SGW-40T
台
1
切眼开口
4
风动锚杆钻机
MQT系列
台
3
5
风动煤钻机
ZMS60
台
3
6
除尘风机
SCZ-Ⅲ
台
1
7
综合保护
ZXZ8-4KVA
台
1
8
磁力起动器
QBZ—200（65开关）
台
3
QBZ—30
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