副下山砌碹掘进规程Word下载.docx
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1、来压步距为15～20m。
动载系数1.43，最小值1.37，平均1.4。
（三）要求的支护强度和密度：
支护强度在来压时以137KN/m2为宜，平时以116KN/m2。
第二章地质说明书
概
况
煤层名称
全岩巷
水平名称
第一
采区名称
西翼采区
工作面
名称
地面标高（m）
1510
工作面标高（m）
1440
地面位置
高原山区
井下位置及四邻采掘情况
巷道四邻均为本矿范围岩石实体，未有采动
走向长
（m）
方位（。
）
180
面积（m2）
煤层厚（m）
煤层结构
煤层倾角（度）
简单
煤
层
情
全岩石巷道
M8煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
燧石灰岩
3.5
不易垮落
直接顶
粘土岩、炭质粘土岩
0～3.4
易垮落
伪顶
直接底
粘土质粉砂岩、炭质粘土岩及粘土岩
1.5
较坚硬
地质构造情况
该面地质构造简单。
构造名称
走向
倾向
倾角
落差（m）
长度（m）
对掘进影响程度
水文地质情况及防治水措施
根据本矿雷同巷道掘进情况观察，该工作面无水害。
仅有少量顶板裂隙淋水，对掘进无影响，但在施工过程中也要注意向掘进头前方探水。
最大涌水量
1立方/天
正常涌水量
0．5立方/天
掘进的其它地质情况
瓦斯
4.2立方米/t
M8煤尘爆炸指数
无爆炸性（Ⅲ类）
M8煤的自燃发火期
不易自燃
地温
18
地压
较小
第三章支护说明书
一、巷道断面形状及净、毛断面尺寸
1.临时支护断面图：
2.砌碹巷道断面图：
2、巷道断面面积：
⑴.毛断面：
11.9㎡
⑵.净断面：
7.7㎡
二、巷道支护
1、支护类型及参数的确定：
⑴.副下山临时支护均采用2.8米单体液压支柱配合1.0米铰接顶梁矩形支护，柱距为100㎜，梁长净里2.8㎜，排距3.0米，梁子临时使用3.8米圆木。
（2）.掘进放炮后，迎头出煤前的临时支护：
炮后应及时用单体液压支柱配合木梁支护，顶板接实，顶板差的地方应实用板条配合笆片背顶，防止漏冒。
（3）.遇顶板破碎带，棚距缩小为500～600㎜。
（4）泵站压力必须达到18Mpa,初撑力达到90KN.使用外注式注液抢注液。
（5）使用半径1500mm拱形支架，及1000mm毂条。
2、临时支护材料：
⑴.扶棚大料：
长度2800mm单体液压支柱及1米的铰接顶梁配合2500mm的圆木。
⑵.枇子：
长度1000㎜，宽度100㎜，厚度50㎜。
⑶.木楔：
宽度60㎜，厚度60㎜，长度200㎜。
（4）.方木：
厚度×
宽度×
长度=100×
200×
1000㎜
（5）笆片：
2.0×
0.8米
永久支护材料：
（1）.200mm×
400mm方石
（2）.325#水泥，及粉沙
第四章爆破说明书
一、钻眼机具的选用
迎头钻眼采用MZ-15D型湿式煤电钻，钻杆选用长度为1800㎜麻花钻杆，钻头选用￠40㎜岩石钻头，岩石坚硬地点使用7655型气腿式凿岩机配合一字型钎头，使用6M3空压机压缩空气作动力钻眼。
二、爆破器材的选用
采用煤矿专用3#煤炸药，瞬发电雷管，选用MFB-100型起爆器，封孔材料采用水炮泥、黄泥。
三、炮眼布置及掏槽方式（见附图）
采用直眼掏槽，光面爆破
四、爆破图表
爆破原始条件
数量
巷道的掘进断面/㎡
11.9
炮眼数目/个
45
岩石的坚固性系数/f
4～6
雷管数目/个
44
炮眼深度/m
2.2
总装药量（3号煤许乳化炸药）/kg
27.5
装药量及起爆顺序
眼号
眼名
眼数/个
眼深/m
装药量
起爆顺序
联线方式
装药结构
单孔
小计
卷数/个
重量/kg
1
空眼
2.3
串联
连续反向装药
2～5
掏槽眼
4
7
1.05
28
4.20
Ⅰ
6～11
一圈辅助眼
6
5
0.75
30
4.50
Ⅱ
12～22
二圈辅助眼
11
55
8.25
Ⅲ
31，32，44，45
帮眼
2
0.30
8
1.20
Ⅳ
33～43
顶部眼
22
3.30
23～30
底眼
40
6.0
Ⅴ
预期爆破效果
炮眼利用率/%
91
每米巷道耗药量/（kg·
m-1）
13.8
每循环工作面进尺/m
2.0
每循环炮眼总长度/m
99.5
每循环爆破实体岩石/m3
23.8
每米3岩体耗雷管量/个（个·
m3）
1.85
炸药消耗量/（kg·
m-3）
1.16
每米巷道耗雷管量/个（个·
第五章劳动组织和循环图表
一、劳动组织表
工种
实际
出勤
一班
二班
三班
班长
3
迎头工
放炮员
运料工
开溜工
合计
21
二、循环图表
工
序
时间
（分）
循环工作时间（分）
60
120
240
300
360
420
480
找掉
20
打眼
瓦检
装药
放炮
80
出货
支护
延溜
清理
第六章主要生产系统
一、运输系统
1、材料运输：
材料自地面→副井→第一联络巷平巷→副下山掘进头。
2、原煤运输：
原煤自迎头30kw刮板机→第一联络平巷刮板机→主斜井→地面炭山。
二、排水系统
1、排水设施：
迎头备有380/660～2.2潜水泵，铺有2寸软管通至主皮带机道水仓。
2、排水路线：
掘进迎头→副下山→主皮带机道水仓→主斜井→地面。
三、供电系统
1、供电系统的确定
地面变电所→主斜井→主皮带机道→井下移动变电站→806掘进工作面。
2、设备统计表：
注：
按掘进最多设备统计
序号
设备名称
型号
电机功率（KW）
使用台数（台）
风机
DSFA～5
5．5×
刮板机
SGW～30
皮带机
sJ-650
煤电钻
MZ-1.5B
水泵
380/660～2.2
⑵.变压器容量计算
掘进头使用设备总功率为96.4KW，
S=∑PN×
（Kr÷
Cos￠）
=76.2×
（0.5÷
0.6）
=63.5KVA（Kr取0.5，Cos￠取0.6）
选用一台KSJ2～320/6变压器供电能满足要求。
掘进工作面干线电缆选用3×
35平方毫米，U型橡胶套软电缆。
煤电钻电缆选用3×
6平方毫米U型橡胶套软电缆。
四、通风系统
1、通风部分
⑴.局扇的安装位置：
供风局扇安装在主皮带机道与副下山汇合口以上不小于10米位置。
⑵.供风路线：
新风由主斜井→主皮带机道→局扇风袋→迎头→（回风）→副下山→第一联络巷→总回风巷
⑶.风量计算及风机选型：
按照工作面掘进的顺序和掘进供风距离，掘进时采用5.5×
2KW的对旋式局扇配合500㎜直径柔质风筒供风。
工作面巷道均为同一规格，断面为7.7㎡。
所有掘进头掘进初期供风时，采用单运转，一节备用，后期风量不足时采用两节同时运转。
（1）、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×
0.41×
2=82m³
/min
（2）、按炸药使用量计算：
Q掘=25×
5.4=135m³
（3）、按局部通风机吸风量计算：
Q掘=200×
1.3=260m³
/min
（7.7m2×
0.25m/s×
60s/min=115.5m3/min）
（4）、按工作人员数量计算：
Q掘=4m³
/min×
13人=52m³
（5）按工作面温度计算：
按掘进工作面风速、温度计算：
Q扇=60×
V掘×
S掘max×
P×
K掘
=60×
0.25×
5×
1/（1-20×
0.05）×
1.0=83.3m3/min
风速校验：
工作面风速校验
Qmin=15S=15×
7.7=115.5m3/min﹤260m3/min
Qmax=240S=240×
7.7=1849m3/min﹥260m3/min
故工作面风速符合《规程》规定，结合我矿实际，确定配风量为260m³
/min，使用11KW局部通风机一台，风筒直径500mm。
2、防尘部分
⑴.防尘供水系统：
地面静压水池→主斜井→主皮带机道→第一联络平巷→副下山掘进工作面。
⑵.防尘设
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