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1、第三节爆破管理 第四节防灭火管理 第五节防尘管理 第六节安全监控系统 第九章安全技术管理措施 第一节准备工作 第二节改台棚 第三节爆破 第四节顶板管理 第五节支护管理 第六节巷道贯通 第七节探放水措施 第八节打锚杆 第九节辅助运输规定及措施 第十节掘进巷道使用输送机运料安全技术措施 第十一节机电管理 第十二节提高煤质措施 第十章应急预案 第十一章其它 第十二章规程会审 附图 1、1195E工作面设计平面示意图 2、通风系统示意图 3、运输系统示意图 4、工作面监测系统接线示意图 5、防灭火图纸 6、避灾路线示意图 7、1195E工作面掘进供电系统示意图 1195E工作面掘进作业规程第一章概况第

2、一节 地面位置该工作面位于北洋庄东南，东部有高压线、沙河大坝及排矸铁路通过。第二节与邻区关系该面倾斜上方为1194E工作面，已经回采完毕，倾斜下方为1196E工作面，已经回采完毕。该面上覆五、七煤层及下伏十二煤层均已经回采完毕，工作面风道、运道及切眼均在12煤层采空区上方。第三节工作面走向长度及倾斜长度本工作面设计走向长度为运道478米，风道508米，运煤绕道88米，切眼131米，见附图。第二章地质及水文地质情况第一节 地质情况该工作面东部煤层倾角 5-20，平均12，煤层厚度0.9-2.7m，平均煤厚2.2m，煤层下部偶含一层厚0.20.3m左右的深灰色炭质泥岩夹矸。煤层走向在3070之间。

3、 煤层厚度及倾角：煤层厚度0.9-2.7m，平均煤厚2.2m，煤层倾角 5-20。 煤层顶底板岩石性质和特征： 老顶：细砂岩，厚度5.0m，深灰色，条带状，细砂岩，较硬，成分以石英为主。 直接顶：黑灰色泥岩，厚度0.8-1.5m,平均1.1m，致密块状，岩性均一，岩性细腻。 直接底：细砂岩，厚度0.9m，含植物根化石，泥质胶结，上部岩性细腻，中部砂质，下部岩性变细，含植物碎化石。 老底：3.8米，细砂岩，硅质交结，夹粉砂岩，较硬条纹带状，坚硬。 地质情况：根据九煤层临近工作面地质构造特点分析，该工作面断层较发育。受断层影响，将造成巷道局部全岩或薄煤，断层附近顶板稳定性较差，较破碎，易冒落。根据

4、九煤层地质构造特点分析，掘进中还将遇到一定数量的隐伏构造。构造名称走向倾向倾角性质落差（m）预测位置对 掘 进 影 响 程 度f15732748正16边眼前后40米范围影响大f23730751逆18运道开口前89米f3332622105运道开口前156米有一定影响f4323025213运道开口前188米影响较大f5301201.9-2.3运道开口前301米影响运道f630821825切眼开口前100米f7111015410风道开口前38米f82011061风道开口前270米第二节 水文地质煤9顶板为砂岩裂隙弱含水层，无特殊情况涌水量较小，其上伏1174E采空区内无水，上临1194东采空区有一处

5、小积水空间Y8至Y9前20米处约80立方米，1195E（东小面）有积水但在1196E回采前已实施探放。预计最大涌水量0.06立方米/分，正常涌水量0.03立方米/分。第三节 瓦斯及煤尘情况瓦斯情况：瓦斯绝对涌出量0.317m3/min，CO2绝对涌出量0.354 m3/min。煤尘：爆炸指数41.76%。煤层：有自然发火倾向。第三章巷道布置及巷道规格第一节 巷道布置 见工作面布置图 第二节 巷道规格质量及技术要求11195E工作面风道、运道采用锚网支护或架棚支护，采用锚网支护时，风道、运道巷宽4.0米，（正顶采用6孔钢带，用6棵锚杆支护），巷中高2.0米，两帮使用钢筋梯子，正顶跟打一趟锚索，锚

6、索长6米，间距2.5米，锚索居中布置，锚索距迎头不超过30米。架棚支护采用GU25-7.0平顶拱支架支护，1195E运道及运煤绕道全部采用棚距 600100mm，风道与1194E运道的距离小于30米时全部采用棚距600100mm，风道与1194E运道的距离大于30米时可采用棚距800100mm，顶板破碎压力大时缩小棚距到600100mm，所有支架搭接处均上好三个卡缆。运道开口25米范围内使用GU25-10.4拱形支架支护（采区运输皮带机头位置）。切眼采用锚网+钢筋梯子+锚索+顺板棚支护。2巷道支护强度计算和支护设计： 采用架棚支护时：A、巷道支护使用GU25-7.0 平顶金拱支架，棚距800，

7、宽3800，直接顶厚度1.10m，取直接顶容重2.7吨m对支护强度计算：自然平衡拱支架所承受的载荷：Q=L3.140.5（aha1 b1）巷道荒断面宽度的1/2，即：4.0/2=2.0m；岩石冒落自然平衡拱宽度的1/2，取2.0米；b 荒断面的巷高2.4m；b岩石冒落自然平衡拱高度；直接顶容重2.7吨m；L棚距0.8m，棚距允许误差100mm，取L=0.8+0.1=0.9m；a1梁的弦长的1/2，取1.56米；b1梁的弦高，取0.64米；h荒断面巷高的1/2+冒落拱高b=2.4/2+1.0=2.2m； ctg（45+/2 ）f f为摩擦角取f40f为岩石硬度系数取f4.0；2.02.4+40/

8、2）则：b0.78m。4考虑岩石受地质影响，取b1.0m。Q0.92.7（2.02.2-1.560.64）12.98（吨）。GU25-7.0 平顶金拱支架承载能力为19吨，符合支护强度要求。但如遇地质构造时，要适当缩小棚距。B、巷道支护使用GU25-10.4金拱支架，棚距600，宽4450，直接顶厚度1.10m，取直接顶容重2.7吨立方米。ha1b1）4.9/2=2.45m；岩石冒落自然平衡拱宽度的1/2；b 荒断面的巷高3.0m；直接顶容重2.7吨m3；L棚距0.6m，棚距允许误差100，取L=0.6+0.1=0.7m；a1梁的弦长的1/2；b1梁的弦高；为摩擦角取402.453.0b0.9

9、6m。h荒断面巷高的1/2+冒落拱高b=3.0/2+1.0=2.5m；Q0.72.61（2.452.5-1.560.64）14.71吨）。GU25-10.4金拱支架承载能力为27吨，符合支护强度要求。 采用锚杆支护时：1 巷道断面：切眼选用矩形断面，巷宽6.5m，巷高2.0m，顺槽选用倒梯形断面，风、运道巷宽4.0米巷高2.0米。2 锚杆支护参数选取：注：此设计为初始设计，可根据矿压实测数据进行修改。1 锚杆长度： 按加固拱理论计算锚杆长度L=Lm+Lb。Lm=N（1.1+B/10）式中： B巷道跨度； N围岩稳定性影响系数，取1.0；L运、风=1.0（1.1+4.4/10）=1.54m；L切

10、眼=1.0（1.1+6.9/10）=1.79m。而Lb=托盘高度+螺母厚度+锚杆外露长度+钢筋梯子厚度+网厚度 =30+20+80+3+10=143=0.143m；而：L运、风=1.54+0.143=1.683m； L切眼=1.79+0.143=1.933m。2 按冒落拱高度计算锚杆长度： 按普氏理论计算冒落拱高度H： 1 H= B/2+htg（45-帮/2） f顶B巷道宽度，切眼取6.9m，风、运道取4.4m； h巷道高度，取2.0m； f顶顶板岩石普氏硬度系数，取4.0； 帮帮煤体的内摩擦角，取15度。通过计算得： H运、风=0.97m； H切眼=1.22m。锚杆长度应伸到冒落拱外稳定岩层

11、内500以上，则：L风、运=H风、运+Lb+0.5=0.97+0.143+0.5=1.613m；L切眼=H切眼+Lb+0.5=1.22+0.143+0.5=1.863m。根据巷道高度和我矿实际，取锚杆长度为1.8m。2 风、运道锚杆间排距的计算： 按加固拱理论：D0.5L=0.51.8=0.9m。 根据锚固力等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则： _DQ/KHQ锚杆锚固力，取70KN； K安全系数，取2； H软岩厚度，冒落拱高度； 岩石容重，取27KN/ mD风、运1.3m根据以上计算，参照原煤炭部煤巷树脂锚杆支护技术规范，取风、运道排距为800，间距为720。切眼支护强度的计算：切眼掘进时1.

12、8m长的锚杆伸入到顶板深部稳定岩层的长度不足500，故切眼不能采用单独的锚杆支护，应采取锚杆+锚索+钢梁联合支护的形式。切眼锚杆选用1.8m长直径22的螺纹钢锚杆，按间距0.72m，排距0.8m布置，每排10棵锚杆。初掘切眼时，巷宽4.0米,扩面时将切眼扩至6.5米宽。在切眼内沿倾向布置两趟锚索，间距3.5m，排距2米,锚索长度8m。切眼内布置两趟顺板棚。初掘时打一趟锚索，一趟顺板，扩面时跟打一趟锚索和顺板，滞后迎头均不得超过30米。板棚由2.5m以上单体液压支柱和3.5m长型钢梁组成，要求“一梁三柱”。则切眼的安全系数为： Q Q锚杆+Q钢梁+Q锚索n= = q H切B 10P1/0.8+2

13、KZKBP2/1.17+2P/3.5= H切 107/0.8+20.90.825/1.17+210/3.5 = 1.186.4 = 5.83q单位面积的顶板压力 t；P1单棵锚杆的锚固力，取7t；P2单体支柱的额定工作阻力，25t/棵；P锚索的锚固力；KB单体支柱工作时的不均系数，取0.8；KZ单体支柱工作时的增阻系数，取0.9；岩石容重，取2.7t/。上述计算结果表明，切眼若采用锚杆+锚索+钢梁联合支护，其对顶板压力的安全系数为5.83大于2，所以符合要求。3 锚杆布置：根据以上计算，并参照原煤炭部煤巷树脂锚杆支护技术规范，顶锚杆采用直径22.5长度1.8米的20MnSi的螺纹钢锚杆或直径2

14、0长度为1.8m的HRB335或20MnK无纵筋右旋等强锚杆支护，每孔装树脂锚固剂3卷。帮锚杆采用长1.8米直径20树脂帮锚杆支护，上下帮各3根，每孔装树脂锚固剂2卷顶帮锚杆均配合蝶形托盘一起使用。帮杆使用树脂锚杆时,每个眼使用2卷药卷。支护参数如下：1 顶锚杆布置参数：类别风道运道排距（m）0.8每排锚杆数（个）6间距（m）0.72巷宽（m）4.0角锚杆与顶板铅垂线夹角1020帮锚杆布置参数：巷 道风 道运 道上帮下帮间距上部锚杆至顶板（m）0.2中间锚杆间距（m）0.7下部锚杆至底（m）0.4每排锚杆数量（个）3 风、运道锚杆布置：采用“锚杆钢筋梯子网”联合支护形式，其中顶锚杆中两侧的角锚

15、杆要与顶板铅垂线呈1020夹角，中央的顶锚杆与顶板岩层垂直。顶网选用菱形金属网。帮锚杆选用树脂帮锚杆配塑料网或菱形金属网支护，联网间距不大于100/道。网搭接不小于100mm。风、运道锚杆布置图：单位：mm 4 切眼支护形式：切眼采用“锚网钢筋梯子顺板棚锚索”支护，锚杆选用1.8m长直径22.5的螺纹钢锚杆或1.8m长直径20右旋等强锚杆，按间距0.72m，排距0.8m布置，每排10棵锚杆，两端顶锚杆与顶板垂线呈10200夹角，中间锚杆垂直顶板岩层，沿倾向布置2趟锚索，间距不大于2.5m，排距不大于3.5m。由切眼巷中距离两帮2.5米各打一趟顺板棚，板棚由2.5m以上单体液压支柱和3.5m长型

16、钢梁组成，要求“一梁三柱”。切眼帮锚杆老塘侧选用1.8m长直径20mm的右旋等强锚杆或1.6米长木锚杆（用配套托盘）支护，排距0.8m，每排3棵，其中老塘侧用塑料网或金属网护帮，工作面推进侧铺塑料网，锚杆使用玻璃钢锚杆或木锚杆，视煤壁稳定情况，确定锚杆数量。第三节技术要求 使用GU25-7.0平顶支架和GU25-10.4拱形支架支护时： 掘进时沿顶板按中线施工，中线误差50，煤层薄时沿底挑板。要求支架前倾后仰不准超过1，上山支架迎山角不超过1，不得向下坡方向倾斜，向游不超过100，腿和梁的搭接要严密，支架耳间隙15，底虚要穿鞋（200mm200mm80mm），卡缆螺栓扭矩15m，误差10。 对

17、插背小板、支拉杆、直拉板和撑木的要求：插背使用木小板，小板间距不大于200块，巷道正顶铺菱形金属网或塑料网，网搭接不小于100mm，网与网之间用铅丝相连，网扣不大于200道，双丝多扣。迎头10米巷道正顶使用一道有效支拉板，并随着掘进往前倒，两帮各使用一条铁钩子, 使用直径20以上的钢筋制成，铁钩子钩的长度不小于120mm，并不许回撤。每架棚子正顶打一个木撑子，撑子要砍壳，放成线，严禁扛肩、白脖。 巷道规格质量见下表：巷道名称支护形式工程量（m）巷高（mm）巷宽（）棚距（）搭接（）卡距（）1195EGU25-7.04782100-30 +1003800-30 +100600100350-40两头

18、齐+30508800运煤绕道88 使用锚杆支护时： 巷道宽度应严格按设计宽度施工，当巷道一帮宽度超过设计宽度200以上时，应采取加打锚杆等措施。 巷道高度掘进时原则上将伪顶挑落，沿直接顶掘进，煤层变薄时沿底破板掘进，高度符合要求。 锚杆间、排距误差100，轴向误差应控制在5内。 顶锚杆的设计锚固力不小于吨，帮锚杆锚固力不小于4吨。 锚杆螺母的拧紧力矩不小于140Nm。 顶板锚杆孔的孔径和锚杆杆体直径之差保持在410。 锚杆孔深不应小于杆体的有效长度，且不应大于杆体有效长度30。 顶锚杆端部必须推至孔底，尾端外露长度不应大于50，也不能小于30。 在锚杆支护与架棚支护转换地点，应同时架棚并打锚杆

19、，此种“双重支护”的巷道长度不应小于5m。架棚支护转换为锚杆支护时需在迎头的架棚棚空内打锚杆，每排打锚杆4根均匀摆布。锚杆支护转换为架棚支护时，需在迎头锚杆巷道再加GU25-7.0的金属支架支护。 施工中遇地质条件变化，如顶板破碎，过断层，压力大时，要采取GU25-7.0的金属支架，上顶及两腮背实，撑子补齐，并在支架正顶及两帮锁好铁道或旧水管。巷道上顶铺菱形金属网，采面侧铺塑料或另一侧铺金属网，联网间距不大于100/道，网搭接不小于50mm。第四章施工工艺第一节施工顺序在一采9槽边眼小井位置向东掘进运煤绕道与1195E边眼贯通，继续向东掘进运煤绕道和运道，在1195E边眼1195E风道开口位置

20、向东掘进1195E风道，风、运道到位后掘进切眼使风、运道贯通。第二节施工方法 开口使用炮掘，可使用掘进机时使用掘进机掘进，遇构造或挑板，不能经济截割时，顶板要放震动炮，放震动炮需按爆破说明书布置炮眼和装药。 机掘截割轨迹图、断面布置图：1 机掘截割轨迹图：架棚巷道机掘截割示意图2250mm2 断面布置图架棚巷道断面示意图风筒第三节施工机械设备 掘进机型号：AM50或EZB-90或S100型掘进机。打锚杆使用MQT-70C、 MQT-90C或MQT-130C风动锚杆机和MQ-50型或MQB-35型风钻。 运输设备及型号：开口掘进时迎头使用SGW40型可弯曲刮板运输机。机掘可以使用皮带时，迎头配Q

21、ZP160型皮带转载机，后路运输使用800mm可伸缩皮带运输机和SGW40型刮板运输机。运料使用JD40Kw、JD25Kw和JD11.4Kw及JH8t绞车。排水使用4Pw、2Pw、BQK1520A型潜水泵排水、排沙泵。第四节施工方向线 激光指向仪及型号：巷道使用BJZY-1型激光指向仪控制方向。 打帮眼时使用型风钻或锚杆机（两帮为矸石且较硬风钻不能打孔时用锚杆机打最上边的一棵帮杆，角度与顶板法线成30-50度角），钻头选用“V”型合金钢钻头或使用风锤和一字钻头打眼。使用风钻时，应注意以下事项：a钻孔前,必须确保顶板与煤帮的稳定,进行安全作业。b钻孔时，不准用戴手套的手去拭握钻杆。c钻孔时，应均

22、速加大人工推力，避免因人工推力不匀造成的钻孔速度慢卡钻断钎顶弯钻杆崩裂刀刃等事故。d钻机加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把握手把，取得平衡。严禁突然加载和卸载，在加载和卸载时操作者更应注意站位，合理把握手把。 巷道掘进煤层厚时，沿顶板按中线施工，煤薄时破板掘进，下帮沿底上帮破底。第五节施工工艺A:打锚杆爆破掘进:首先清理迎头20米范围巷道,顶、帮锚杆支护情况检查好,发现问题时必须先行处理,保持后路畅通,将溜子接至迎头,有底或段面不够高时,先打两至三个眼, 眼深600800mm, 每眼不多于2个药，然后爆破拉槽子，拉槽后打周边眼刷帮，将全断面刷出。敲帮问顶及时找好掉，（找掉时先外后里，先顶后帮

23、），按激光方向线定好中间眼位，操作锚杆机进行打眼工作，打完眼后卸下锚杆机，在钢带（钢筋梯子）上铺好金属网，装好树脂药卷后，将锚杆穿入钢带（钢筋梯子）孔，用锚杆机搅拌药卷，搅拌完成后停顿1分钟，用锚杆机上紧螺母，将钢带（钢筋梯子）固定，联顶网，同时依次按钢带（钢筋梯子）眼孔定位打眼安装锚杆，打完顶锚杆后，打帮锚杆眼，挂帮网，安装帮锚杆，联网。爆破掘进时每掘两板，接一节溜，溜子机尾打好压柱。机掘：准备工作同爆破掘进。割煤从中间向一帮开始先割底，然后由下向上刷帮，而后割另一帮将全断面刷出。需放震动炮时，掘进机拉槽子，将掘进机退出迎头m掩盖好，摘电，然后放震动炮，放震动炮参照爆破说明书和爆破眼布置图相

24、应位置布置爆破眼。再用掘进机出煤矸，刷窑。掘出断面空间后，掘进机摘电，敲帮问顶及时找好掉（找掉时先外后里，先顶后帮，并有专人观山）后，按激光方向线定好中间眼位，操作锚杆机进行打眼工作，打完眼后卸下锚杆机，在钢带（钢筋梯子）上铺好金属网，装好树脂药卷后，将锚杆穿入钢带（钢筋梯子）孔，用锚杆机搅拌药卷，搅拌完成后停顿1分钟，用锚杆机上紧螺母，将钢带（钢筋梯子）固定，联顶网，同时依次按钢带（钢筋梯子）眼孔定位打眼安装锚杆，打完顶锚杆后，打帮锚杆眼，挂帮网，安装帮锚杆，联网。掘进时每掘两板，接一节溜。有条件时使用转载，可多接溜槽。使用皮带时，每掘68板延伸一次皮带。延伸皮带将皮带机尾两侧用钢丝绳挂在掘进机两侧，所有人员躲开绳道后拉皮带，人员在掘进机后边，站皮带机尾5米以外。B:架棚 爆破掘进：首先清理迎头20m范围巷道，用套管紧固此范围卡缆，背板插背好，撑子补齐，溜子接至迎头（有底或断面不够高时，可打两至三个眼，每眼最多不超过两个药）。爆破掘进先掏槽，然后打周边眼刷帮，将全断面刷出。有掉时，及时找好掉，找掉时先外后里，先顶后帮，或打撞楔控制好正顶。然后挖窝子，两帮挖窝子人员站在迎头末架棚以外，窝子挖好后，把两帮腿戳好，看好“毛”“晒”，然后人力一齐上梁。上梁时所有人员不准进入所棚支架