盆底区南翼二分段15层综放面作业规程.docx

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盆底区南翼二分段15层综放面作业规程.docx

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盆底区南翼二分段15层综放面作业规程

第一章地质概况

一、采区境界、范围

走向420米

倾斜155米

左部

右部

上部

下部

切眼

停采线

回风道

溜子道

二、煤层特征

项目

单位

指标

备注

煤层厚度

最大～最小/一般m

10～8/9

煤层倾角

最大～最小/一般X°

16°～8°/10°

煤层硬度

1.5

煤层层理

发育程度

发育

煤层节理

发育程度

较发育

煤

质

灰分

挥发分

容重

T/m3

1.35

自燃发火期

月

相对瓦斯量

m3/T

5.4

煤尘爆炸指数

50.22

三、煤层顶底板特征

顶底板

岩石类别

厚度

岩性

顶

板

老顶

沉积岩

60米

灰白色中砂岩

直接顶

煤顶

9米

伪顶

底板

沉积岩

20米

灰色细砂岩

四、工作面储量

煤层名称

工作面尺寸

采高

（m）

可采储量

（万吨）

走向（m）

倾斜（m）

15层

420

155

150

五、简要说明（构造、赋存、水文、煤与瓦斯突出等）

本区煤层赋存比较稳定，煤层倾角平均10°,15-2层煤厚度平均9米。

如煤层柱状图所示。

本区地质构造比较简单，有一条断层通过，其中F1横穿设计溜子道，切眼以南1断层为界。

本区地表水文地质条件简单，无河流在区域内通过。

本区水文地质条件简单，部分断层带有淋水现象，但对掘进及回采无什么影响。

本区为综采接续面，必须沿15-2层煤底板施工，铺全网。

本区已打钻抽放，预计本区不存在瓦斯突出问题，但预计瓦斯涌出量较大，预计煤巷绝对瓦斯涌出量为0.8m3/min。

必须加强瓦斯管理。

六、井上下对照

地面：

本区地表为丘陵地带，地面标高在300米左右，没有民房、河流、以及高压线。

邻区、邻层及邻近巷道

（1）、邻区：

本区上侧、左侧及右侧均为未采区，下侧为盆底区15层一分段已采区。

（2）、邻层：

15层上覆13层因灰分高，煤层变薄等原因未采，15层下覆18层未采。

13层与15层间距60米左右，15层与18层间距20米左右。

小井及其它

本区地面垮落范围内有小井：

81134部队小井。

提报人：

综　合柱状图

比例尺：

1：

100

第二章工程设计

第一节巷道布置

一、工作面布置原则

本区巷道布置是依据矿整体设计来布置的，回风道距盆底区南翼15层一分段底分层留设14m保护煤柱，溜子道是根据工作面生产能力即倾斜长155m来布置的。

停采线距盆底区北翼15层三分段溜子道留有15米煤柱。

切眼距南1断层10米，顶板瓦斯尾巷水平距离距回风道8米。

二、工程说明及施工顺序

巷道用途

溜子道

回风道

切眼

顶板瓦斯尾巷

围岩类别

煤

工程量

470

470米

155米

470米

服务时间

18个月

预计完工期

2007.2

2007.3

2007.4

巷道形状

矩形

支护形式

锚网索

1、施工中技术规定（方位、中心、腰线、坡度及沿顶底板）

溜子道、回风道、切眼施工中必须严格按测量给定的中心沿15-2煤层底板作业，顶板瓦斯尾巷严格按煤层顶板施工。

顶板瓦斯尾巷每施工50米在开采侧施工一个躲避硐室，采用锚网索支护，硐室规格同顶板瓦斯尾巷。

2、施工顺序

（1）、溜子道→切眼

（2）、回风道与切眼贯通

（3）、顶板瓦斯尾巷

第二节矿压观测

1．观测对象：

对施工巷道两帮、顶底板围岩进行观测，结合施工巷道支护受矿压情况进行分析。

2．观测内容：

对施工巷道两帮、顶底板来压，支护承受压力后变化情况，与整体巷道施工以后支护受矿压的情况。

3．观测方法：

采用局部地段定点，每50米设一组观测点，顶底板、两帮各打一个锚杆，锚杆长度在1.0米，锚固长度在0.5米，用皮尺测量顶底板之间的下沉量，两帮之间的挤压位移量。

第三节　支护设计

一、巷道断面

1、巷道形状及支护形式

根据本区域煤层状况，保证回采通风和生产需要，本面两巷及瓦斯抽放巷均采用矩形大断面锚网支护。

切眼及顶板瓦斯尾巷采用小断面。

如施工过程中过断层及顶板破碎严重时，则采用铁梁木腿梯形支护或U型棚支护。

2、巷道断面尺寸

溜子道、回风道断面：

净宽：

5.0m，净高：

3.0m；切眼断面：

净宽：

5.0m，净高：

2.8m；顶板瓦斯尾巷断面：

净宽：

3.2m，净高为2.5m。

其掘进断面积和净断面积分别为：

溜子道、回风道：

S毛=1７.5m2，S净=15m2

切眼：

S毛=1７.0m2，S净=14m2

顶板瓦斯尾巷：

S毛=10.5m2，S净=8.0m2

3、巷道变形后断面

溜子道、回风道、切眼：

宽不小于3.8m，高不小于2.6m。

S净=10m2以上

顶板瓦斯尾巷：

宽不小于3.0m，高不小于2.2m

注：

巷道断面支护图（附后）

二、支护设计要求

1、支护参数设计

采用工程类比法，结合临近已掘巷道实际情况，根据巷道围岩稳定性类别的划分标准；巷道支护围岩松动圈的分类，以及支护材料相匹配的原则，以及集团公司的有关规定，对锚杆的长度、直径、间排距进行了优化选择。

为此，顶板锚杆采用Ф20mm，长度为2.5m（直接岩石顶板锚杆长度2.0米）的罗纹钢树脂锚杆，锚固剂采用MSCK2545树脂药卷，两卷。

帮锚杆采用Ф16mm，长度为2.0m的罗纹钢树脂锚杆，锚固剂采用MSCK2345树脂药卷，两卷。

钻头采用直径28mm的钻头。

锚索采用直径15.24mm的矿用钢绞线，其长度为6.3m（岩石顶板钢绞线长度为5.3m）。

锚索托梁采用回收的矿用11#工字钢，其长度为3.0m。

托盘采用120×120×6mm的铁托盘。

锚网采用菱形金属网。

网规格是10m×1.0m.。

顶板、两帮采用钢筋梯护帮、顶（顶板瓦斯尾巷不用钢筋梯）。

2、支护技术要求

1）、溜子道、回风道锚杆的间排距：

锚杆排距0.9m，顶板锚杆7根，间距0.8m；两帮锚杆每侧4根，间距0.8m。

循环进度0.9m，最大空顶距1.2m，最小空顶距0.3m；切眼锚杆的间排距：

锚杆排距0.9m，顶板锚杆7根，间距0.8m；两帮锚杆每侧3根，间距0.9m。

循环进度0.9m，最大空顶距1.2m，最小空顶距0.3m；顶板瓦斯尾巷锚杆的间排距：

锚杆排距1.0m，顶板锚杆5根，间距0.8m；两帮锚杆每侧3根，间距0.8m。

循环进度1.0m，最大空顶距1.3m，最小空顶距0.3m，详见巷道支护断面图。

2）、锚固力：

顶板不小于100KN，帮不小于60KN。

3）、锚杆角度：

顶板两肩部锚杆与水平方向成75°；两帮锚杆第一根与水平成+15°。

其它锚杆均与巷道帮顶轮廓线垂直布置，其最小角度不得小于75°。

4）、锚杆托盘：

顶板及两帮托盘必须紧贴帮顶，螺母预紧后，锚杆外露控制在50mm之内。

顶板锚杆螺母预紧力矩不小于120N·m；帮锚杆螺母预紧力矩不小于60N·m。

5）、锚索：

按排距3000～5000mm；间距2800mm布置2根6300mm的钢绞线。

锚固剂采用MSCK2345树脂药卷，4卷。

张拉预紧力不小于80KN；锚固力不小于180KN。

（直接顶板围岩破碎时打锚索）。

6）、铺网：

帮顶均铺设金属网，网与网对接时要求逢环必联，搭接时隔环必联，搭接长度为5～20mm，联网时单丝多扣。

联网绑线采用14＃的铁线。

4、锚索孔深误差控制在±30毫米，锚索外露长度不超过350毫米。

三、树脂药卷、锚杆施工

1、进行所有施工前必须严格执行敲帮问顶工作制度、用长把工具帮顶浮动、有裂隙的煤岩，安设好超前支护，确认施工场所安全后方允许工人进行作业。

2、打锚杆眼前按设计定好眼位做出标记，尽量做到巷道锚杆排列整齐，打眼前在钎子上做好标记。

3、打眼后将眼内煤岩粉清出干净（用压风），安装锚杆前应检查锚杆眼方向、位置、深度是否符合设计要求，树脂药卷、锚杆、托盘、螺母是否合格，如果有一项不合格，严禁安装锚杆。

安装锚杆前要将托板下方周边浮煤矸清理干净、找实。

紧固螺母时，用锤或钎子敲打锚杆托盘，使其紧贴岩面以保证锚杆具有较大的初锚力。

4、锚杆的安装必须采用快速安装工艺，既搅拌树脂药卷、上托盘、拧螺母一次完成。

安装时，用杆体将锚固剂送到眼底，然后边搅拌边将锚杆推至孔底。

5、锚杆外露长度不大于50毫米，失效锚杆必须立即补打。

6、搅拌树脂锚固剂时，必须严格按以下标准掌握搅拌时间和等待时间。

1）、超快C1（a）树脂锚固剂：

搅拌时间15～20秒，等待时间10～25秒。

2）、超快（CK）树脂锚固剂：

搅拌时间20～25秒，等待时间26～35秒。

7、井下运输、存放树脂锚固剂应注意避免受压、受折、受热。

在装运过程中轻拿轻放，箱子立放，不准乱放，已破损或废弃的树脂锚固剂要妥善处理，严禁混入掘进出煤系统中。

超期树脂药卷禁止使用，损坏药卷也禁止使用。

8、树脂药卷为化学物品，具有腐蚀性，严禁破坏其包装，并防止接触眼睛。

9、禁止用正常支护的锚杆、锚索起吊设备、机械，如手拉葫芦和滑子，如需起吊时专门施工加长锚杆。

四、锚索施工

1、煤顶板锚索布置4米一组，（岩石顶板锚索布置5米一组），如果遇到围岩变化大的情况加密锚索，交叉口、过断层每1～2米一组锚索。

2、索具要完好，失效锚索必须当班立即补打。

3、打锚索眼前按设计定好眼位，锚索眼的角度、深度符合设计要求，锚索眼位置误差在±100毫米。

4、打锚索眼采用风动锚杆钻机，直径28毫米钻头，湿式打眼，打眼前首先量好钢角线长度，眼深比钢角线短300毫米，一般为6米，锚索可滞后场头5米施工，但在开门点处及围岩不稳定处必须紧跟场头。

5、打完眼后,人工用锚索将树脂药卷缓慢送入孔底，防止损坏，将锚索另一端用搅拌器与风动锚杆钻机相连，一人扶住机头，一人操作钻机，一边推进，一边搅拌。

６、搅拌锚索１０分钟后，将工字钢梁、索具装上，利用涨拉千斤顶紧固锚索索具，预紧力达到80KN以上。

五、锚杆机使用

1、在使用锚杆机钻进作业过程中,要设专人观察帮、顶围岩状态.发现问题要及时处理,确认安全后,方准继续施工。

2、锚杆机推进速度和推进力度要适度,防止卡钻,损坏钻杆、钻头,要注意卡钻产生的反扭力,以防扭伤。

3、当锚杆机支腿收缩时,手不要按在气缸上,以防挤手。

4、操作者与锚杆机要保持合适的安全距离,以防钻杆折断时,发生意外。

5、锚杆机钻进作业过程中,水流不可中断，打完眼后，用水将锚杆机冲洗干净，并将锚杆机放好，严禁乱摔、乱砸、乱放，放炮时，将锚杆机等设备放在离放炮地点50米以外的地方，以防止崩坏。

6、打完眼后，卸连接钎子时，人员要站在防止钎子划下伤人的地方，并且由打眼工与组长负责，涨拉千斤顶工作时，用铁丝将千斤顶与顶网相连，千斤顶下方不得有人。

溜子道、回风道断面图（1：

100）

切眼断面图（1：

100）

顶板瓦斯尾巷断面图（1：

100）

临时支护平剖面图（1：

100）

第四章施工工艺

第一节　施工方法

一、巷道开门施工方法

1、巷道开门施工前，测量人员必须给出开门点位置和方位，掘进队严格按测量人员给定的位置和方位施工。

2、开门前必须加强开门地点10m内的支护，采用架棚施工时必须设对抬棚和双插梁，先设后翻，翻设架棚支护时，原棚梁下前后5m必须打上中心顶子。

3、采用锚网支护开门时，首先加强开门点10m内的支护，在巷道顶板补打6.3m长锚索，排距1.5m，锚索下吊钢梁，锚索随门口施工紧跟迎头布置。

4、使用掘进机开门时，由于需要进掘进机，开门点需要跨度较大，掘进机扩帮时应试探截割，以防止锚杆缠绕到掘进机截割头上，如果锚杆已经缠绕到掘进机截割头上，必须停机后方可取出。

施工开宽处没有截掉的锚杆，可用钢锯锯掉或偏倒与巷道壁上，并在临近处及时补打锚杆。

二、特殊条件下的施工方法

1、根据地质提供的资料，掘进工作面施工将遇断层及压力大的区域，煤体松软破碎，易发生片帮冒顶事故，必须加强顶板管理，严格敲帮问顶工作制度，使用好前探支护，禁止空顶下作业。

2、平巷支架要垂直顶板，前倾后仰不超过1°，斜巷支架必须有一定的迎山角，一般每6°～8°迎山1°。

3、过压力大区域首先加长加密锚索，排距1.0m，长度6.3m~8.3m，每米加打一根戴帽点柱。

如果上述支护仍不能保证安全，采用锚架联合支护方式。

4、采用锚网索支护的三岔口要加强支护，在开门点原巷道补打锚索，排距1.5米。

并且在每根锚索梁下打一根中心顶子。

第二节　　凿　岩　方　式

一、掘进机施工方式

1、切割

使用掘进机炮头截割部进行割煤，先中间后四周，先下后上，最后刷成所需的断面，司机在截割过程中必须严格控制高度和宽度（见截割顺序图）。

2、装载

采用EBJ-120TP型掘进机割煤后，通过掘进机铲板扒载到掘进机第一运输机上。

3、运输

通过掘进机第二运输机转载到40T刮板运输机再上SJ_80皮带运输机上,通过外部运煤系统将煤运出。

4、支护

采用顶板锚杆钻机打顶眼并安装顶锚杆，采用帮锚杆钻机或风动凿岩机打帮眼并安装帮锚杆，所有锚杆螺母用气搬机或风动锚头紧固，锚索采用涨拉千斤顶安装。

二、炮掘施工方式

1、落煤　打眼放炮落煤

2、装载

采用人工装载到40T刮板运输机。

3、运输

通过40T刮板运输机到皮带运输上，运至矿井主运输系统将煤运出。

4、支护

采用顶板锚杆钻机打顶眼并安装顶锚杆，采用帮板锚杆钻机或风动凿岩机打帮眼并安装帮锚杆，所有锚杆螺母气搬机紧固，锚索采用液压千斤顶安装。

第三节　　爆　破　说　明　书

炮眼布置三视图（溜子道、回风道）1：

100

炮眼布置三视图（切眼）1：

100

炮眼布置三视图（顶板瓦斯尾巷）1：

100

装　药　布　置　图

第四节　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

调度绞车

JD-40

台

水泵

Q/NK

台

喷浆机

PH——30

台

风钻

YT——23

台

风镐

G——7

部

控制开关

DW80—350

台

馈电开关

DW80-350

台

综保

MZ——12

台

掘进机

EBJ-120TP

台

胶带运输机

SJ-80

台

压入式风机

2BKJ30×2

台

锚杆钻机

MQT—110C

台

电话

KT1017

部

激光指向仪

DQJ－05A

部

铁锹

把

镐

把

大锤

把

联网钩

个

刮板运输机

40T、30T

台

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

工　　种

人　　　　　　　　　数

作业方式

总计

一班

二班

三班

四班

１

队长

采取

三八

作业制

班长

打眼工

掘进司机

放炮员

机修工

运输机司机

支护工

运料工

合计

第二节循环作业图表（炮掘）

第二节循环作业图表（机掘）

第三节掘进机割煤图表

第四节经济技术指标

项目

单位

溜子

道

回风道

切眼

项目

单位

溜子道

回风道

切眼

循环

进度

米

0.9

钢材或锚杆

班消耗

吨（个）

日个数

个

日消耗

吨（个）

循环率

月消耗

吨（个）

180

月个数

个

297

进度

班进度

米

3.6

坑

木

班消耗

立方米

0.05

日进度

米

9.9

日消耗

立方米

0.15

月进度

米

267

月消耗

立方米

4.5

劳动组织

施工班组

个

火

药

（炮掘

掘）

班消耗

公斤

28.8

16.8

直接工

人

日消耗

公斤

86.4

50.4

在册

人

月消耗

公斤

2592

1512

效率

直接工效

米/工

0.141

雷

管

（炮

掘）

班消耗

个

全员工效

米/工

0.135

日消耗

个

294

240

直接成本

工资费

元/米

640

月消耗

个

8820

7200

材料费

元/米

1351

1200

金属网

班消耗

片

日消耗

片

合计

元/米

1991

1840

月消耗

片

330

说明：

每月按30天计算。

第六章生产系统

第一节通风系统

1、风量选择及计算（溜子道、回风道、切眼）

通风方式

局扇

压入式

通风最长

距离

900米

风筒口至

工作面距离

煤巷5米

风

量

计

算

1、按人数N计算

Q=4×N=4×25=100米3/分

2、按同时爆炸最多炸药量A计算

Q=25×A=25×3.15=78.75米3/分

3、按CH4或CO2绝对涌出量计算

Q=100×q×K=100×0.8×1.2=96米3/分

选用局扇型号

2BKJ30KW×2对旋

局扇吸入

风量

570米3/分

风筒出口

风量

230米3

/分

瓦斯

涌出量

0.8米3/分

风量验算

230米3/分÷15米2=0.26米/秒

4米/秒>0.26米/秒＞0.25米/秒符合要求

2、通风方式、系统及说明：

（附图）

采用局扇压入式通风方式，局扇选用功率30KW×2对旋风机供风。

具体情况详见通风系统示意图。

（1）、本区溜子道、切眼（贯通前）通风系统为：

新风由-170南大巷→一石门→七层五分段材料下山→-210机道→入风石门→溜子道→场子头。

乏风由场子头→溜子道→入风石门→联络上山→-225机道→三水平北部轨道下山→平行风道→北风井

↘三水平东部总回↙

（2）、本区顶板瓦斯尾巷通风系统为：

新风由-170南大巷→一石门→七层五分段材料下山→-210机道→瓦斯尾巷上山→瓦斯尾巷→场子头。

乏风由场子头→瓦斯尾巷→瓦斯尾巷上山→-210机道→联络上山→-225机道→三水平北部轨道下山→平行风道→北风井

↘三水平东部总回↙

（3）、本区回风道通风系统为：

-170北大巷→三水平北部暗井下山→-247机道→回风上山→回风道→场子头。

乏风由场子头→回风道→回风上山→-247机道→三水平中部轨道下山→-150总回→平行风道→北风井。

（4）、本区系统形成后通风系统见贯通措施。

1、风量选择及计算（顶板瓦斯尾巷）

通风方式

局扇

压入式

通风最长

距离

700米

风筒口至

工作面距离

煤巷5米

风

量

计

算

1、按人数N计算

Q=4×N=4×25=100米3/分

2、按同时爆炸最多炸药量A计算

Q=25×A=25×3.15=78.75米3/分

3、按CH4或CO2绝对涌出量计算

Q=100×q×K=100×0.8×1.2=96米3/分

选用局扇型号

2BKJ30KW×2对旋

局扇吸入

风量

570米3/分

风筒出口

风量

130米3

/分

瓦斯

涌出量

0.8米3/分

风量验算

130米3/分÷8米2=0.27米/秒

4米/秒>0.27米/秒＞0.25米/秒符合要求

第二节压风系统

一、压风系统简述

工作面所需压风由地面压风机房输出，经管路至付井上口，付井下口，南、北石门，二水平运输大巷，一石门，七层五分段材料下山，-210机道，最终至工作面各用风设备。

第三节防尘系统

一、迎头防尘系统简述

防尘压力水来自地面净化水车间，经过付井，南、北石门，二水平大巷，一石门，七层五分段材料下山，-210机道至工作面防尘设施。

二、迎头防尘系统

本区采取综合防尘措施：

风机头前10m外设净化喷雾喷头，作业时，不准随意关闭。

回风流设净化水幕（距工作面30～50m巷道内），湿式钻眼；炮前、炮后洒水；皮带每隔50米设一个自动喷雾装置，掘进机设喷雾装置，各转载点设喷雾洒水；使用水炮泥，定期冲洗煤帮和巷道；清理浮尘，净化风流；并派专人负责消尘工作。

个体佩带防尘口罩进行防护。

第四节供电系统

一、供电系统简述

施工中使用电源来自南石门变电所，及-225七层五分段变电所。

通过电缆馈电开关供给工作面各用电设备。

二、供电系统（附供电系统图）。

第五节　运输系统

一、煤、矸运输系统（附图）

1、本区溜子道、切眼出煤系统为：

场子头→溜子道→入风石门→煤仓→-247机道→　煤仓→三水平北部机道下山→强力皮带

2、本区顶板瓦斯尾巷出煤系统为：

场子头→顶板瓦斯尾巷→顶板瓦斯尾巷下山→-210机道→煤仓→-247机道→　煤仓→三水平北部机道下山→强力皮带

3、本区回风道出煤系统为：

场子头→回风道→煤仓→-280机道→煤仓→三水平北部机道下山→强力皮带二、材料、设备运输系统

二、运料系统（如图）

1、本区溜子道、切眼、运料系统为：

-170南大巷→一石门→七层五分段材料下山→-210机道→入风石门→溜子道→场子头

2、本区回风道运料系统为：

-170北大巷→三水平北部轨道下山→-247机道→回风上山→回风道→场子头

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