K9工作面运输巷掘进Word格式.docx
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一、设计说明及批准时间
1、《张冲煤矿改扩建初步设计说明书》。
批准时间为2003年12月份。
2、张冲煤矿张冲井2011年采掘计划。
3、《张冲煤矿张冲井地质说明书》。
批准时间为2004年元月20日。
4、煤层和煤层的底板应力较集中。
第二章地面相对地质情况
第一节地面相对位置
待掘进巷道水平标高为1810至1836米，地面相对位于我矿工业广场和山地，地面标高+1994-2016m，区域内无地表水体、公路、建筑物。
设计停掘线为矿界保安煤柱线。
待掘巷道井下位于我矿宝山向斜中央，东、西、南、北均为我矿实体煤层（未采掘），西部以+1600m煤层底板等高线为下限。
第二节煤（岩）层的赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距
本区大地构造位置属云南“山”字型构造前弧东翼及新华夏北北东构造体系的得合部位。
区域构造总体走向为北东一南西向，褶曲多为短背斜及短向斜交互出现。
本区位于宝山向斜南端秧田冲，岩（煤）层为一向斜构造，产状稳定，一般在162-342度之间，岩层厚度变化不大，上部倾角略大于下部。
待掘巷道沿K9煤层走向掘进，K9煤层：
在B井田厚0.8—1.50m，平均1.3m；
在C井田厚0.64—1.59m，平均1.03m。
上部有夹矸１层，煤层厚度稳定，全区可采，属较稳定煤层上距K7煤层20.1—43.6m，一般约30m。
下距K10煤层一般在8—20米之间。
顶板为细砂岩，底板为砂质中细粒砂岩。
附图：
煤岩层综合柱状图
第三节地质构造
矿区位于宝山矿区B井田南端和C井田西南端，属宝山向斜南端秧田冲的两翼。
向斜西翼B井田地层走向北西一南东，倾向北东，倾角一般在15-27°
间，向斜东翼C井田地层走向北东—南西，倾向北西，倾角一般在31—47°
间。
一、断层
矿区范围内公发现2条断层，主要特征如下：
F21正断层：
位于矿区南东部，走向N27°
E，倾向NW，倾角约80°
，一般断距30m，走向长度约400m，对巷道影响不大。
F22正断层：
位于矿区北部连缘，走向N27°
E，倾向NW，倾角约20°
，一般断距10m，走向长度约300m，对巷道掘进无影响。
二、褶曲
宝山向斜为矿区主要构造，由于断裂影响，向斜轴向变化大，一般在N50—40°
E间，南端为N25°
E，长约20km，宽度各处不一，一般4-5km，形成由北向南逐渐增大再向南缩小的葫芦形。
矿区地质构造复杂程度属简单类型。
据矿井设计资料，本区没有发现落差较大的断层以（指落差10m以上的断层），也没有发现岩浆侵入地层。
由于钻孔间距限制，控制程度较低，因此区内可能隐藏有落差较小的断层（指落差10m以下断层），需在巷道设计时加以考虑。
第四节水文地质
本区为新开拓区，上部各煤层已布置了水平运输巷，因此不涉及积水巷道和老空问题；
区内出露地层有宣威组第一、二段（P2X1、P2X2）、卡以头组（T１K）、飞仙关组第一段（T1f1）和第二段（T1f2），根据其含水性分述如下：
宣威组第一至二段（P2X1～P2X2）弱裂隙含水层：
岩性主要由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及煤层组成。
属矿床直接充水含水泥。
卡以头组（T1K）弱裂隙含水层：
岩性主要由灰绿色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩夹砂质泥岩组成，地层富水性差，属弱裂隙含水层，为矿床的间接充水含水层。
飞仙关组第一段（T1f1）相对隔水层：
岩性主要为紫色泥灰岩，砂质泥岩组成国。
属相对隔水层。
飞仙头组第二段（T1f2）弱裂隙含水层，岩性主要为泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩，地层富水性差。
根据煤矿掘进资料，开拓井巷遇断层带出现滴水现象，但水量不大，近10天干涸，断层的富水性及导水性较差。
对巷道掘进影响不大。
第五节瓦斯地质情况
工作面二氧化碳相对涌出量：
4.46m3/T，瓦斯绝对涌出量：
1.32m3/min，属低瓦斯矿井。
该煤层自燃倾向性为II类自燃，煤尘具有爆炸性。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
以9-6号坐标点向北东10米处以90度转角向北沿K7煤层走向半煤岩掘进。
第二节支护设计
一、巷道规格及断面
根据区域围岩结构，采用梯形断面掘进，掘进净断面：
1、工作面回风巷（上宽1.8米，下宽2.2米，高1.8米），允许误差+100mm。
2、切眼上山（上宽1.6米，下宽1.6米，高1.5米），允许误差+100mm。
4、运输平巷（上宽1.8米，下宽2.2米，高1.8米），允许误差+100mm。
二、支护方式
采用打设超前锚杆粗喷作为临时支护。
爆破后及时用长把工具找掉危岩，冲刷巷道立即粗喷，粗喷厚度不低于30mm，喷浆体粗凝20分钟后，施工人员方可进入工作面。
永久支护：
（一）支护形式及支护质量
局部顶板破碎地段，支护材料选用11号工字钢，梯形支护形式。
支护距离为1.0米/架，柱窝不得低于20㎝，必须保证接顶严实，两帮用皮柴背实、背牢。
围岩条件较好地段，采用打设锚杆喷浆支护，支护质量要求：
喷浆后，巷道净高、净宽允许误差±
50mm；
锚杆间、排距0.8m×
0.7m,允许误差±
100，顶板锚杆方向垂直顶板岩面层，角度不得小于75度；
两帮锚杆方向垂直于煤层帮面，角度不得小于75度；
锚杆托板紧贴岩、煤壁，不得松动；
锚杆外露不得超过50mm；
锚固力不得小于50KN；
基础深度不得小于100mm；
表面基本平整，喷射均匀，无裂缝；
厚度为30mm—50mm。
切眼选用DZ0.6-45型单体液压支柱（1.8米）配合HDJA-6020型金属铰接顶梁（1.0米）一梁一柱500㎜/500㎜中定位进行支护，支护柱距为0.8米/架。
（二）支护材料
1、锚杆：
使用1400mm金属管缝锚杆，长度为1500mm；
托板采用厚12mm、150×
150mm正方形钢板制成。
2、混凝土：
喷射的混泥土必须使用纯净的沙石料，水泥、砂子比例为1：
2，均匀搅拌而成。
混泥土标号必须达到150号。
3、速凝剂型号为J85型，掺入量为水泥的4﹪，速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入。
4、砂料、水泥、速凝剂等要分类存放在地面，不得大量存放，以防回潮。
（三）支护工艺
打锚杆眼要求：
1、首先要认真敲帮问顶，及时用长把工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。
2、打眼前，要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求的要及时处理。
3、打锚杆眼必须用风钻、锚杆机打眼，使用锚杆机打眼时要先送水，后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。
4、打眼深度不得低于1.6米，锚杆外露长度符合支护质量要求。
打完眼后，要用压风把眼内的积水、岩煤粉清理干净。
安装锚杆要求：
1、安装锚杆前，先检查锚杆眼深度是否符合要求，若出现眼深不够时，必须重新打眼达到要求。
2、安装锚杆时，必须达到眼底，用专用工具撑紧，上好托板，将螺母用扳机拧紧。
3、锚杆托板要紧贴岩壁，若岩壁不平时，先用手搞找平，在安装锚杆。
喷射混泥土要求：
1、检查带喷巷道内所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。
2、清理带喷巷道范围内杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路必须摆放平整，不得有急弯，接头要严密不得漏风。
3、检查喷浆机是否完好、无问题时方可进行喷浆工作。
4、检查风、水管路是否符合要求。
5、在喷浆前，先检查巷道规格质量，符合要求后方可进行喷浆工作。
6、混凝土比例、水泥标号必须符合要求。
7、喷浆厚度不得小于30mm。
8、喷浆前必须采取保护工作面设备、设施、管线等安全措施。
9、喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。
持枪人员要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀、控制水量大小。
10、喷枪与首喷面要基本垂直，最下不得小于75度，喷枪与受喷面距离为1.0-1.2米。
11、喷枪操作时，必须均匀缓慢移动。
12、喷射顺序为下后上、先帮后顶、先凹后凸。
喷射时一次喷到设计厚度。
13、加速凝剂必须随喷随加，不得提前掺入。
14、喷射混泥土必须洒水保养，要求每班一次，养护时间不得少于28天。
15、在围岩破碎地段喷浆作业时，必须注意以下几点：
（1）洗刷巷道必须用风管。
（2）放炮后立即喷射混泥土，厚度不得小于30mm，标号不得低于150号。
（3）喷完混泥土后到下循环放炮时间不得小于4小时。
（4）可采用锚网喷、钢梁与喷浆联合支护。
（5）放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。
16、喷射回弹料不得大于25﹪。
第四章施工工艺
第一节施工方法
巷道施工前，必须加强巷道交叉口的支护质量，确保安全。
若悬顶面积大时，必须采用11号工字钢加密支护，棚距不大于0.6米，顶帮背实背牢。
第二节掘进方式
1、本规程待掘巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、打眼使用风钻。
3、切眼为一次成巷，其他巷道先落煤后降底。
第三节施工工艺流程
1、切眼：
准备—打眼—装药放炮—通风—架设临时支架—排矸运输—架设永久支架--收尾—质量验收。
2、其他巷道：
准备—打眼—装药放炮—通风—架设临时支架—运煤—打眼放炮降底—排矸--永久支架—收尾—质量验收。
第四节爆破作业
切眼掘进采用全破煤，所在煤层较松软，采用楔形掏槽。
回风巷、运输巷掘进采用降低、不破顶，所在岩层均为砂质泥岩，较松软，采用楔形掏槽。
炸药使用矿用炸药，毫秒电雷管起爆。
起爆使用MFd—100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。
切眼爆破说明表
炮眼序号
炮眼名称
眼深/m
角度/（。
）
装药量/㎏
泥长度/m
联线方式
起爆顺序
装药
结构
1.2
水平
垂直
每孔
总量
3/4
掏槽眼
1.6
0-8
0.4
0.8
≥0.8
串联
1
1/2/5/6
周边眼
1.5
2
8
2.4
回风巷爆破说明表
1/2
3/4/5/6
7/8
辅助眼
0.5
合计
10个
3.2
溜子巷爆破说明表
3/4/5/8/10
2.0
6/7/9
10
3.6
炮眼布置三规图附图、炮眼布置三规图
第五节装载与运输
一、装载与运输方式
掘进工作面采用人工装载、SGD380/660—17型刮板运输机运输、人工推车、主斜井采用型号为JT-2.0绞车运输。
第六节管线及轨道敷设
在掘进施工中，所敷设的电缆、供水、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。
1、风、水管路接头要严密，不得漏风、漏水。
供风和排水管路使用3寸铁管，供水管路使用1寸铁管，距工作面加20m范围内使用1寸胶管。
风筒使用直径500㎜的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。
风筒口到工作面不得于超过5m.
2、铺刮板机要求
1、刮板运输机必须铺设平直，机板接头严实。
2、插销、料条、螺母等必须安装齐全。
3、安装完善后机头、机尾必须打设稳柱。
第六节机械设备配置
设备及工具配备情况表
名称
型号
数量
风钻
1台
喷浆机
局扇
YBT-11
手镐
2把
防爆开关
QBZ-80
钎子
1.8米
2根
风电闭锁
1套
刮板运输机
SGD360/660-17
2台
瓦斯电闭锁
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
掘进工作面采用“三八”制循环作业。
劳动组织图表
时间
种
班次
一班
二班
三班
班长
一
二
三
4
6
12
14
16
18
20
22
24
瓦检员
3
电钳工
安全员
打眼工
出碴工
支护工
推车工
通风工
放炮员
第二节循环作业
1、合理安排各道工序，进行平行交叉作业。
2、打乱正规循环的补救措施：
提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；
适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规自我表现后再恢复正常循环进度；
组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；
本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。
附正规循环作业图表
（备注：
工作面三班作业程序一致）
时间
工序
次
810121416182024246
分
安检
打眼
放炮
通风
临时支护
出渣
支护
清理
交接班
第三节主要技术经济指标
主要技术经济指标表
指标
单位
备注
巷道
断面
净断面
㎡
掘进断面
3.7
炮眼
数目
煤
个
7
岩
循环率
%
100
循环进度
M
5
日循环进尺
4.5
每米砂子耗
M3
0.02
每米料石耗
每米水泥耗
吨
0.01
9
每米钢材耗
日出勤人数
人
33
11
在册人数
36
工效
M/工
0.25
13
炸药耗量
㎏/M
3.3
雷管耗量
发/M
15
杭木耗量
M3/M
0.012
轨道耗量
第五章 生产系统
第一节 通风
施工过程中采用压入式通风。
局部通风机安设：
局部通风机安设在K9煤层通风上山口10m以外新鲜风流中。
最长供风距离为500m。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。
1、按瓦斯涌出量计算:
Q二100×
q×
k=100×
0.09×
1.8=16.2m3/min
式中Q---掘进工作面实际需要的风量，m3/min；
100---单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值；
q---掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min;
此处的q为0.09m3/min；
k---掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取1.8。
2、按炸药量计算:
Q=25×
A=25×
3.6=90m3/min
式中25---每lkg炸药爆炸不低于25m3的配风量;
A----掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定A=3.3kg。
3、按人数计算:
Q=4×
n=4×
12=48m3/min
式中4---每人每分钟不低于4m3的配风量;
n---掘进工作面同时工作最多人数，此处n=10。
4、按局部通风机的实际吸风量计算:
Q=Q局×
I=169×
I=169m3/min
式中Q局---掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min；
YBT51-11型局部通风机吸风量为180-240m3/min，取240m3/min；
I---掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台。
掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值240m3/min。
二、局部通风机、风筒规格选型
1、局部通风机吸风量的确定:
Qf=Qj/（6O×
φc）=105/（60×
77%）=2.27m3/s=134m3/min;
式中Qf---局部通风机吸风量，m3/s；
Qj---掘进工作面需要风量，m3/s；
按炸药量计算为105m3/min；
φc---风筒有效风量率，%；
φc=77%。
2、根据局部通风机吸风量180m3/min，选用YBT-11型局部通风机（11kW）可以达到要求。
3、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为φ400mm。
风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。
三、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算:
岩巷掘进工作面最低风量为
Q岩≥q·
S半煤岩=9×
4.0=36m3/min
式中q---按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数，取q=9；
S岩---掘进断面积，m2。
2、按掘进工作面温度和炸药量验算:
炸药量/Kg
﹤5
5～20
温度/℃
6以下
16～22
23～26
﹤16
需要风量/（m3·
min-1）
40
50
60
80
温度为25℃、炸药量在5kg以下时风量为60m3/min。
3、按有害气体浓度验算:
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%,即
Q=P瓦/Q掘≤l%
式中Q---掘进工作面需要风量，m3/min；
P瓦---瓦斯绝对涌出量，m3/min。
则Q掘≥P瓦/1%=0.09/0.01=9m3/min
掘进工作面需风量180m3/min满足以上4个条件，所以选用YBT-11型（11kW）风机。
四、局部通风机安装地点
安装局部通风机的地点设于回风口10m以外，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。
附：
通风系统图
第二节压风系统
1、压风线路:
地面压风机房→主斜井→1810车场—工作面。
2、压风自救站设置于1810车场、设置吸风罩三个。
第三节综合防尘
防尘水源:
地面防尘水池。
地面消防水池→1810m井底车场—1810m集中运输巷用3寸铁管和1寸胶管送到工作面。
每1OOm安设一个三通，工作面外设4道喷雾。
在距工作面6一15m内安设防爆喷雾，距工作面50m内设一道全封闭常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭常开水幕。
坚持使用湿式打眼、水炮泥。
认真落实爆破喷雾、装（煤）岩洒水、冲刷巷壁、净化风流等综合防尘措施。
第四节防灭火
该工程均采用风钻打眼，锚喷支护，爆破喷雾降尘。
工作面相邻煤层火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。
井底车场和水泵硐室均备有砂子，可直接灭火。
防火水源来自地面消防水池。
第五节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
矿各现场管理人员、井长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
瓦检员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录，班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面20m范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测，电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业进行处理。
二、甲烷传感器的配备和使用
掘进工作面采用KJ90型甲烷传感器，通过1840米水平分站与矿KJ70安全监控系统相连。
由于本矿为低瓦斯矿井，按规定只设置掘进工作面的甲烷传感器，不再设置掘进工作面回风流中的甲烷传感器。
但出现一次串联风时，被串联的工作面进风巷必须
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