203综采工作面准备巷道2要点.docx
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203综采工作面准备巷道2要点
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为203综采工作面+145水平2层煤运输巷道。
二、掘进用途
本掘进巷道用于203综采工作面运输、运料、入风。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限
巷道总长度750米；其中：
运输下山90米、运输巷500米、开切上山80米、回风上山80m；下山坡度15º，运输巷沿煤层；服务年限：
1年
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2010年2月开工，预计2010年7月竣工。
附图1：
巷道布置平面图
第二节 依倨
一、采区设计说明书及批准时间
二、地质说明书及批准时间
地质说明书《＋171水平掘进地质说明书》批准时间为2009年4月6日
三、矿压观测资料
根据＋176、＋196矿压观测数据
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
203综采准备巷道为2号煤层，运输巷道布置在＋145水平，地面标高为＋510米，井下标高为＋145米，详见井上、下对照关系表。
表1井上、下对照关系表
水平名称
＋145水平
采区名称
+145-+170综采工作面
地面标高
＋510
井下标高
+145m
地面的相对位置建筑物
地面无建筑物，为森林及农田
井下相对位置对掘进巷道的影响
上部为1层煤炮采面未采动，土方为1层煤炮采面未采动，所以对掘进无影响
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
无影响
第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
+145水平综采准备运输巷道沿煤层顶底板掘进；煤层结构简单；煤层有时夹石薄厚变化；开口为沿+170水平2层煤大巷，先掘下山90m，然后再掘运输巷，采用锚网支护形式，待+145水平运输巷道掘15m后，先掘+145至+170回风上山，但保证回风上山与+145至+200皮带上山净煤柱为10m，煤层顶底较稳定，煤层厚度为1.80-2.40m，硬度系数f约为3－4，与1号煤层层间距为20m左右，与3号煤层层间距为4.5m左右，顶底板岩性特征见表2
表2顶、底板岩性特征
顶底板名称
岩石
岩石名称
厚度/m
岩性特征
顶板
基本顶
粗砂岩
2.7－3.9
坚硬较稳定有少量含水
直接顶
粗砂岩、粉砂岩
1.6－2.8
伪顶
细砂岩
0－0.5
岩页泥砂岩、较松软、随采随冒
底板
直接底
粉砂岩
0.8－1.2
黑色
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该掘进工作面煤层属低瓦斯煤层，煤层属于二类自燃，地面发火期为12个月，煤层爆炸指数为38.36%。
第三节 地质构造
煤层倾角平均15°，为缓倾斜煤层，该掘进工作面地质构造较为简单，局部可能受断层影响，煤层夹矸会变厚。
第四节 水文地质
该掘进工作面水文地质情况简单，无采空区及水库，局部有顶板淋水，但水量较小，对掘进无影响。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
该掘进工作面为+145水平综采工作面准备运输巷道，要求巷道与+170水平回风巷要平行并且直，沿煤层顶底板掘进，开口位于＋170水平2层大巷，先掘下山，方位角87°；然后再掘大巷，方位角164°，采用锚网支护形式，待+145水平运输巷掘15m后，先掘＋145至＋170回风上山，但保证回风上山与＋145至＋200皮带上山净煤柱为10m。
巷道断面为矩形，运输巷道宽3.4m、巷道中高为2.2m，S＝7.5m²；下山及回风上山巷道宽3.2m，巷道高2.2m，S＝7.0m²。
附图2：
巷道断面支护图
第二节矿压观测
一、观测对象:
+145水平2层煤大巷；
二、观测内容：
巷道顶板离层量，锚杆、锚索的载荷及锚固力；
三、观测方法：
大巷掘进50米开始布置测站，顶板离层采用三管顶板离层仪观测，测站间距50米，眼深不少于6米。
用ML（MLJ）-10拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，每10天一观测，采用配套螺丝旋拧在锚杆上加压拉力测试，加压以15Kmp为基础值，观测时无关人员严禁靠近，观测人应避开正面对着锚杆方向。
四、数据处理：
根据矿压观测，巷道顶板离层量最大为10mm,上顺离采空区近压力大，离层量最大为30mm;锚杆锚固力达到50KN以上。
第三节 支护设计
该掘进工作面采用锚杆支护
一、临时支护
临时支护采用前探梁支护，吊挂采用螺母及套管焊接，悬拧在锚杆上，前探梁为长3m、3寸管3根。
二、永久支护
根据+176、+196大巷支护经验及支护强度，该掘进巷道永久支护采用锚杆支护，锚杆为Φ18mm螺纹钢，锚杆长2.0m，巷道布置3排锚杆，上帮布置2排锚杆并加铺金属网，锚杆排间距为800×800mm；锚索为Φ18mm，长6.0m,每3米打一对锚索，垫木板为600×200×60mm硬杂木。
三、如果地质条件发生变化，顶板破碎，必须改变支护方式，采用25＃U型钢棚支护，净高2.3米、净宽3.2米，棚梁搭接400mm，棚迎退山角偏差±1°，梁端扭距不得超过100mm，两端要水平，棚腿窝为200mm，卡子距离为250mm，棚间距为1.1米，巷道水沟宽300mm、深200mm，棚子装配件要齐全。
四、锚杆支护参数：
（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1+L2+L3
式中：
L—锚杆总长，m；
L1—锚杆外露长度，顶锚杆取0.07m，帮锚杆取0.15m；
L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）m；
L3—锚入岩层内深度取1.0m
普氏免压拱高：
b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶
式中：
B、H—巷道掘进跨度和高度，B=3.2m、H=2.4m；
f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取3；
ω帮—两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°。
依上述公式计算:
b=720mmc=570mm
得出：
L顶≥1790mmL帮≥1720mm
所选锚杆长度均能满足计算要求。
（2）、按锚杆所能悬吊重量校检锚杆的排间距：
每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a²，锚杆锚固力Q应承担G的重量。
为了安全起见，再考虑安全系数K。
取K=2
KG=Qa²=√Q/krL2
L2─—巷道顶板岩体破碎带高度，mm；
d—锚杆直径，16mm；
qt——锚杆抗拉强度，5.0Mpa；
r—岩体容重，2.5KN/m³;
a—锚杆排间距，mm；
计算：
a=1.1m
a＜（Q/KrL2）/2所选锚杆的锚固力Q≥50KN,计算得a＜1.2m，因而排间距参数能满足计算结果。
施工时取：
a=800mm
第四节 支护工艺
一、支护材料
锚杆为Φ18×2000mm螺纹钢，每根锚杆使用1－2根树脂锚固剂；（累计长度500mm），木托板为600×200×60mm硬杂木。
一、锚杆安装工艺
1、首先要认真执行敲帮问顶制度，及时清理掉帮顶危岩，打眼必须在临时支护下进行，
2、合理布置眼位，保证锚杆、锚索眼深度，
3、使用锚杆机打眼时要先送水、后送风、停机则反之，
4、打完眼后应用压风将孔内积水岩（煤）粉吹净。
二、安装锚杆
1、装药卷前，先用锚杆插入孔内探查锚眼直度和深度是否符合要求，不符合要求应得新补打，
2、安装锚杆时，先将药卷装入眼内，随后插入锚杆启动锚杆机，循序推至眼底，搅拌20S停机，20min后上托板，用电煤钻将螺母拧紧，
3、锚杆每根使用1－2个树脂锚固剂（500mm/根），锚索每要使用2－3个树脂锚固剂（500mm/根），
4、托板要紧贴岩壁，不平要用木板填平，
5、锚杆的锚固力不小于50KN。
四、支护质量要求
1、巷道净宽允许偏差0－100mm，要保证巷高，
2、打锚杆要垂直于煤（岩）面，
3、锚杆托板要紧贴煤（岩）壁，不松动，要打成直线，
4、锚杆必须带帽并拧紧，螺纹外露长度不大于50mm，锚索紧固后，外露过长要用水焊烧掉，外露不大于50mm，
5、锚杆锚固力不小于50KN，
6、锚索承载力应在230KN以上，张紧拉力不低于120KN。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
+145水平综采工作面准备运输巷道采用一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。
1、掘进采用电煤钻打眼，炮掘方式。
2、永久支护为锚杆铺网支护，工作面临时支护采用前探梁支护每根前探梁采用2个吊环，由外向里推移；至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；爆破后安装前探梁，打锚杆、锚索、永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。
3、严格按技术科给定的中线，沿煤层顶底板掘进。
4、下山采用皮带运输，+145水2层煤运输巷先采用SGB320/17型刮板输送机运输，后铺DTL80/40-45型带式输送机配上SGB320/17型刮板输送机运输。
5、＋145－＋170水平回风上山采用SGB320/17型刮板输送机运输。
第二节 凿煤（岩）方式
本掘进采用爆破的方法破煤（岩）
一、打眼工具
打煤眼采用MZ－1.5型电煤钻2台、1台工作、1台备用；打锚杆眼采用MQT－130/3.0L2型锚杆机1台；打岩石眼采用凿岩机1台。
二、降尘方法
采用湿式打眼、水炮泥、定时冲洗煤（岩）洒水降尘（每周一次）。
防尘管路要敷设至工作面
第三节 爆破作业
一、爆破作业方式
爆破作业方式表
巷道断面
7.5m²、7.0m²
通风方式
压入式
顶板情况
较稳定
炸药种类
3号煤矿许可硝铵抗水炸药
掏槽方式
楔形掏槽
雷管型号
1－5段毫秒电雷管
联线方式
串联
炸药、雷管消耗量
打眼工具
强力电煤钻、湿式凿岩机
起爆方式
正向起爆
二、爆破说明
爆破说明表
炮眼名称
炮眼编号
眼
深
（m）
眼
距
（m）
抵
抗
线（m）
炮泥长度（m）
炮眼角度
装药量
爆破顺序
联线方式
水平
垂直
眼数（个）
孔装药量
（个）
总装药量
（个）
总装质量
（kg）
掏槽眼
1－4
1.7
0.8
0.9
0.9
4
4
16
2.5
一
串联
辅助眼
5－8
1.5
0.8
0.8
0.8
4
3
12
1.8
二
串联
周边眼
9－21
1.5
0.5
1.0
1.0
13
2
26
3.9
三
串联
底眼
22－28
1.0
0.5
0.8
0.8
7
3
21
3.15
四
串联
合计
28
12
75
11.35
附：
炮眼布置三视图
第四节 装载运输
一、装煤方式
装煤方式为人力攉煤；
二、运输方式
＋170下山先采用SGB320/17型刮板输送机运输至＋176－＋200水平带式输送机上，待下山边掘边延带式输送机；＋145水平运输巷先采用刮板输送机运输，后铺DTL80/40-45型带式输送机运输。
附：
运输系统示意图
第五节 管线及轨道敷设
掘进中所敷设的各种管线，风筒要敷设到位，布置在巷道右侧，且用专用吊具吊挂牢固，应按《煤矿安全规程》规定执行。
1、风水管路要接头严密，不漏风、不漏水，风筒要吊挂平直，不漏风，逢环必挂，端口距工作面不超过5m，
2、铺轨要求，轨距为600mm，轨枕间距1000mm，轨面平整、接头严密、扣件必须齐全，牢固并与轨型相符。
第六节 设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
电煤钻
NZ－1.5
台
2
2
锚杆机
MQT－130/3.0L2
台
1
3
凿岩机
台
1
4
压风机
NGF－10/7
台
1
5
综保
BZZ－4.0
台
2
6
局部通风机
ZBJKNO5.0/11
台
2
7
程控电话
HBZ（G）－1A
部
2
8
铁锹
把
15
9
手镐
把
2
10
锤
把
2
11
刮板输送机
SGB320/17
台
2
12
带式输送机
DTL80/40-45
部
1
13
发爆器
MFB－100
台
2
第五章 生产系统
第一节 通 风
一、通风方式及供风距离
通风方式：
采用局部通风机压入式通风
供风距离：
700m
二、风量计算：
（一）按瓦斯涌出量计算：
Q＝100αk＝100×0.42×2.0＝84m³/min
（二）按炸药使用量计算：
Q＝25A＝25×3.9=97.5m³/min
（三）按工作面最多人数计算：
Q＝4n=4×20=80m³/min
（四）按局部通风机实际吸风量计算，需要风量为Q掘=Q扇+60×0.15s=160×1+60×0.15×7=223m³/min
三、风量验算：
（一）煤巷掘进工作面最低风量：
Q煤≥15×S煤＝15×
7.0＝105m³/min
（二）煤巷掘进工作面最高风量：
Q≤240×S煤＝240×7.0＝1680m³/min
α－绝对瓦斯涌出量；
k－掘进工作面通风系数（1.5－2.0）取2.0；
n－工作同时最多人数20人；
A－一次起爆最大炸药量。
Q小四、通风线路：
入风：
主井→＋170主井车场→＋170二层煤→工作面
回风：
工作面→＋170二层煤大巷→＋176综采运输巷→综采面→＋196综采回风巷→＋196至＋230回风上山→副井→地面
五、风机选型及安装地点
1）ZBLJNO5.0/11型局部通风机，吸风量130－247，供风距离为500－1000m，所以选此型号风机。
2）局部通风机安装在＋170水平主井车场。
附图：
通风系统示意图
第二节 压风系统
（一）掘进工作面风源、压风方式
风源来自＋170水平主井车场移动式压风机
（二）压风设备
移动式压风机：
型号：
MLGF-16/7G-90、规格：
90KW、2970r/min、16m³/min、0.7Mpa。
（三）敷设路线：
＋170水平主井车场压风机→＋170二层煤大巷→工作面
附图：
压风系统示意图
第三节 综合防尘
建立完善的防尘系统
（一）工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻、停水停钻并使用水炮泥。
（二）供水管路要敷设至工作面，并安设支管和阀门，采用寸五规格管路。
（三）定期冲洗巷道防止粉尘堆积，每周1次。
（四）对工作面粉尘飞扬和煤尘大的地点，应根据实际情况随时进行洒水降尘。
（五）大巷要设降尘水幕距工作面距离50m，转载点要设喷雾。
（六）降尘管路要吊挂整齐、牢固。
第四节 防灭火
工作面要建立防火系统，防火供水管路要敷设到位。
（一）巷道内浮煤要定期冲洗和清扫。
（二）井下使用易燃（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放。
严禁将剩油、废油留在巷道内或硐室内。
（三）严禁将废油、剩油泼在巷道内。
（四）严禁明火作业和电器失爆。
（五）要建立消防材料库，各种灭火器材要齐全（灭火器、沙箱、铁锹等）
（六）严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
（七）大巷掘进至100m时，要安装隔爆水袋，（40L/个、40个，吊挂40个，总水量为1600L）水袋要吊挂整齐。
第五节 安全监控及通讯照明
一、工作面监控系统
加强工作面有毒有害气体管理，调度室设KJ78N煤矿安全生产监控系统，工作面要设置瓦斯监控设备，工作面设二台GJ4型矿用甲烷传感器，一台距工作面5m处，另一台布置在距回风巷10m处回流中，在＋170水平车场设一台KJF83型分站。
安全监控设备必须定期进行调试、校正，每天必须检查安全监控设备及电缆是否正常。
甲烷传感器报警浓度≥1.0％、断电浓度≥1.5％、复电浓度＜1.0％符合《煤矿安全规程》规定。
二、工作面通讯、信号设施
1、通讯：
在＋170水平候车室设一部矿内程控电话。
2、信号：
⑴电气信号，除信号集中闭塞外应同时发声、发光，重要信号装置附近应标明信号的种类及用途。
⑵井下照明和信号装置应采用具有短路过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。
⑶井下信号和控制等装置应优先采用本质安全型。
⑷点线必须齐全、可靠。
附：
监控系统示意图
第六节 供电系统
供电方式：
电压等级，电器设备选型等选择电压等级为380V/660V、127V。
附图：
供电系统示意图
第七节排水系统
掘＋170下山要设潜水泵，潜水泵型号为：
WQX型
掘＋145水平运输巷要在巷道下帮留水沟，在大巷低洼处掘水窝子，要设潜水泵，每班施工前要先排水，排水管路要敷设到位，管路要吊挂整齐、牢固。
排水路线：
工作面→＋170水平车场→＋247水仓→副井→平峒→地面
附图：
排水系统示意图
第八节 运输系统
运输方式：
掘下山采用SGB320/17型刮板输送机，待下山掘到位，铺上皮带，+145水平运输巷先采用刮板输送机运输，大巷掘100米后，铺上DTL80/40-45型带式输送机运输。
运输路线：
运煤：
①下山工作面→＋176－＋200皮带→＋200皮带→煤仓→大倾角皮带→地面
②＋145水平运输巷工作面→＋145至＋200皮带→＋200皮带→煤仓→大倾角皮带→地面
运料：
地面→＋420车场→副井→＋170车场→＋170水平二层大巷→工作面
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
作业方式：
采用“三八”制作业方式
劳动组织图表
序号
工种
在册人数/人
出勤人数
备注
1
2
3
合计
1
班长
3
1
1
1
3
2
爆破工
3
1
1
1
3
3
支护工
6
2
2
2
6
4
推装车工
10
3
3
3
9
5
打眼工
7
2
2
2
6
6
带式输送机工
6
2
2
2
6
合计
35
11
11
11
33
第二节主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
巷道长度
m
750
2
巷道断面
m²
7.5、7.0
3
在册人数
人
35
4
出勤人数
人
33
5
出勤率
%
94
6
循环进度
m
1.4
7
日进尺
m
8.4
8
月进尺
m
210
按25d/月
9
循环率
%
83.3
10
工效
m/Ⅰ
0.25
第七章 安全技术措施
第一节“一通三防”
一．通风管理
1、加强通风管理，局部通风机设专人挂牌管理，保证局扇正常运转，
2、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格方可入井。
局部通风机要定期检修，必须实现双风机、双电源，并做到自动切换，
3、严格风筒管理，风筒吊挂平直，不漏风，发现破口要及时修补，更换。
风筒出口距工作面距离不许超过5米，
4、局部通风机不得随意停开，如果因停电或其他原因造成局扇停转，作业人员必须停止作业，切断电源，撤出现场，并设警戒严禁人员入内。
恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局扇附近10米范围内，风流中CH4浓度不超过0.5%时，方可复电通风。
，
5、瓦检员巡回检查有害气体浓度不少于3次，并认真填写瓦斯记录牌板，
6、要建立测风制度，应根据测风结果采取措施，进行风量调节。
7、必须采用抗静电、防阻燃风筒。
8、局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，也可采用装有选 择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查1次，保证局部通风可靠运转。
二、综合防尘
1、工作面必须有完善的洒水系统，防尘管路要敷设至工作面，并设有支管和阀门，在距作面20-30m处设置喷雾装置。
2、掘进巷道钻眼必须使用水炮泥。
3、工作面巷道必须定期冲洗，不得有煤尘堆积，每10天冲洗一次。
4、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。
三、综合防火
1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随间丢放。
工作面所剩各种油脂物质均必须密闭回收至地面，严禁随地泼洒。
2、工作面必须选用阻燃性输送带。
3、巷道应存放黄沙、干粉灭火器材等。
4、严禁明火作业，严禁电气失爆。
5、在易摩擦、撞击产生火花的地方洒水降温。
6、电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并及时向调度室汇报。
第二节顶 板
1、工作面严禁空顶作业
2、严格执行“敲帮问顶”制度及时处理浮石危岩，
3、出货必须在支护下进行，锚杆支护要及时，
4、掘进过程中，顶板破碎应加铺金属网，必要时采用25＃U型钢棚支护，帮顶刹严、刹实，
5、每次爆破后，待炮烟散后，由班组长对通风、拒爆、顶板等情况逐一检查，
6、锚杆支护要保证工作质量，
7、工作面最大空顶距离不超过1米（每遍炮距离为1.0-1.8米），
8、工作面遇顶底板松软或破碎，过断层必须制定安全技术措施。
9、开工拉门处顶板悬面积大，要加密锚杆间距。
10、发现顶板压力大，可补打锚索加强支护。
11、锚杆其排间距不得过设计±100mm。
12、锚杆安装要牢固，托板紧贴顶板不松动。
13、巷内松动锚杆必须及时紧固，无法紧固或失效锚杆要及进重新补打。
第三节爆 破
1、爆破工必须通过专门培训，取得资格证者担任。
2、爆破严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制
度。
3.装药前首先清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。
4.炮眼封泥应用水炮泥，严禁用煤粉，块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
5.处理拒爆时，必须遵守下列规定。
（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
（3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。
不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的电雷管。
（5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
6.放炮时，由班长指派专人放警戒，放炮安全距离直线段不小于100m，曲线段不小于75m，并有掩体。
7.雷管炸药不得混装、混放、要装在专用箱内，并加锁。
8.每班剩余炸药，雷管应及时返库，不得私自贮存及转借。
第四节 防治水
1、严格执行“有疑必探、先探后掘”原则，保证安全生产。
2、掘至防水煤柱时，严禁越煤柱。
3、工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷，出现雾气、水叫、顶板淋水加大，顶板来压，底鼓起或产生裂隙出现渗水，水色发浑，有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，撤出所有受水威胁地点的人员。
第五节机电管理
1.井下电气设备不得带电检修，搬迁电气设备，电缆和电线。
2.检修设备时，要悬挂“有人作业、不准送电”字样警示牌。
3.非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。
4.操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。
5.手持式电气设备的
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