煤矿26121掘进工作面作业规程.doc

目录第一章 概况4第一节 概述4第二节 编写依据4第二章 地质说明书（附带）第三章 巷道布置及支护说明5第一节 巷道布置5第二节 矿压观测5第三节 支护设计56第四节 支护工艺68第四章 施工工艺8第一节 施工方法8第二节 凿岩方法8第三节 爆破作业813第四节 装载运输13第五节 管线及轨道敷设13第六节 设备及工具配备表1314第五章 生产系统14第一节 通风14第二节 压风14第三节 瓦斯防治14第四节 综合防尘15第五节 防灭火15第六节 安全监控1516第七节 供电16第八节 供水1617第九节 排水17第十节 运输1718第十一节 照明、通信及信号18第六章 劳动组织及主要技术经济指标18第一节 劳动组织1819第二节 作业循环19第三节 主要经济技术指标19第七章 安全技术措施20第一节 一通三防201. 工作面需要风量计算20212. 通风系统安全管理技术措施21223. 通风设施安全管理技术措施224. 瓦斯防治技术及安全管理措施22235. 安全监控系统安全管理技术措施23246. 职业危害安全管理技术措施247. 综合防尘安全管理技术措施24258. 防灭火安全管理技术措施25269. 高温巷道施工降温安全管理技术措施26第二节 顶板261. 在松软煤、岩层、地质破碎带、复合巷道顶板掘进巷道的安全技术措施26272. 岔口、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施273. 顶板找掉274. 铺设金属网的安全技术措施275. 铺设钢筋梯的安全技术措施276. 使用临时支护的安全技术措施27287. 打设锚杆、锚索眼与安装锚杆、锚索的安全技术措施28308. 架棚的安全技术措施30319. 综掘锚网支护时施工的安全技术措施313210. 综掘架棚支护时施工的安全技术措施323311. 支架防倒技术措施3312. 防止片帮的安全技术措施3313. 防止和处理冒顶的安全技术措施3334第三节 爆破341. 打眼操作的安全技术措施34352. 使用爆破器材的安全技术措施353. 按规定爆破的安全技术措施3538第四节 防治水3839第五节 机电391. 综掘机，皮带机，刮板机，开关，电缆等移动设备的安装，固定，使用，维修，移动，撤除等的安全技术措施39432. 综掘机作业运行范围内，严禁进行其他工作和行人的安全技术措施433. 防止电器设备失爆、短路、过负荷、漏电、带电搬迁、维修的安全技术措施，使用照明安全技术措施，停送电安全技术措施44454. 动力电缆和四小线使用阻燃电缆，敷设、吊挂、管理及127V供电系统使用综和保护的安全技术措施45465. 各种管路吊挂方式、吊挂位置的要求4647第六节 运输471. 胶带输送机、刮板输送机等设备运行管理的安全技术措施47502. 无极绳绞车运输及人工推车的安全技术措施50513. 下山掘进时，溜煤（矸）道与人行道分开的安全技术措施：51第八章 其他511. 施工探测钻孔的安全技术措施51532. 综合防突53543. 煤质管理544. 防止后路被堵塞的安全技术措施545. 其他注意事项5455第九章 灾害应急措施5557第十章 典型案例分析5860第一章：概况第一节：概述一、工作面与四邻采掘关系：该工作面位于滥泥箐采区南翼，南至26121切眼，北至261石门、261专用回风石门、262石门、262专用回风石门。261石门、261专用回风石门、262石门、262专用回风石门已施工完毕。上覆的2671掘进工作面正在施工，盘县红果镇的的兴源煤矿7#煤已经回采，12#煤开采情况不详；下覆14#煤开采情况不详。二、工程量：运巷926m，风巷926m，切眼165m，运巷回风绕道65m，风巷回风绕道70m。三、掘进方式：本工作面的运巷、风巷采用综掘，运巷回风绕道、风巷回风绕道、切眼采用炮掘。四、劳动组织：本工作面采用“三、八”工作制。第二节：编写依据煤矿安全规程-2010年版本煤矿工人技术操作规程-原煤炭部煤生字（1996）第547号防治煤与瓦斯突出规定-2009版本煤矿防治水规定国家安全生产监督管理总局第28号令贵州盘江精煤股份有限公司安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）盘江煤电（集团）公司顶板管理工作细则盘江煤电（集团）公司防治水工作细则贵州盘江精煤股份有限公司采掘作业规程管理办法盘江煤电（集团）公司防灭火管理规定-公司发【2006】11号关于做好煤矿放炮员安全管理工作有关规定的通知-公司发【2009】73号盘江煤电（集团）公司关于进一步加强矿井“一通三防”管理补充规定-公司发【2006】4号及盘江煤电（集团）公司、贵州盘江精煤股份有限公司有关“一通三防”工作，机电运输工作管理的其他规定。26121掘进工作面设计附图：26121掘进工作面地质说明书第3章 ：巷道布置及支护说明第一节：巷道布置1. 26121运巷从262石门12#煤处开口以1772318方位角沿煤层顶板开口施工，施工926m到达切眼位置。2. 26121风巷从261石门12#煤处沿煤层顶板开口以1772318的方位角开口施工，施工926m后到达切眼位置，然后按882049的方位沿煤层顶板施工26121切眼，切眼工程量：165m。3. 26121运巷回风绕道从262专用回风石门12#煤处沿煤层顶板开口以179398的方位角开口施工，施工40m后变向以914239的方位角沿煤层顶板进行施工，施工20m后变向以3572318的方位角沿煤层顶板施工运巷并与262石门贯通。4. 26121风巷回风绕道从261专用回风石门12#煤处开口以179398的方位角沿煤层顶板开口施工，施工52m后变向以914239的方位角沿煤层顶板进行施工，施工17m后变向以3572318的方位角沿煤层顶板施工风巷并与261石门贯通。（详见：26121掘进工作面煤层与顶底板相对位置图3-1 26121掘进工作面工程示意图3-2）第二节：矿压观测1. 在施工过程中采用锚网支护时，使用合适高度的16cm的圆木从巷道开口位置开始每隔20m在巷道中间打设信号柱，监测顶板下沉位移量，所打设的信号柱进行牌板管理。且采用顶板离层仪进行监测，根据巷道压力情况由技术人员定期监测并如实填写数据。2. 施工过程中，并使用锚杆拉力计按要求对锚网支护进行抗拉拔力试验，锚索拉拔力使用锚索机进行试验，并认真填写相关锚杆拉拔力试验记录表。定期对后路所打设的锚杆、索进行重复试验，分析对比其试验结果。3. 在掘进过程中采用架棚支护时，每班派专人巡视巷道支护情况，发现棚子变形必须及时打设中柱托板对巷道加强支护；卡缆崩坏时，必须及时进行更换。第三节：支护设计1. 26121运巷、26121风巷采用锚网梯索联合支护，规格为：下宽中高=4.6m2.8m，拱形断面；26121运巷回风绕道、26121风巷回风绕道采用锚网梯索联合支护，规格为：下宽中高=3.6m2.8m，拱形断面；26121切眼采用锚网梯索联合支护，规格为：下宽中高=3.6m2.4m，矩形断面。施工期间，锚杆间排距为0.7m0.7m，锚索间排距均为1.4m2.1m；锚杆使用20mm2.5m长的右旋无纵筋全螺纹钢筋锚杆，锚索使用16mm8.2m长的钢绞索，锚杆托盘规格为长宽厚=0.13m0.13m0.01m；锚索托盘使用废旧U型钢加工成规格为：300mm300mm的铁托盘，钢筋梯使用12mm钢筋加工成孔距700mm的钢筋梯，全断面铺设8#铁丝编制的菱形金属网，规格为：长宽=3.0m0.9m，并用双股14#铁丝进行连接，网的搭接长度为0.1m，联网扣距为0.1m。锚杆外露长度为托盘外50mm，锚索外露长度为为托盘外300mm。安装锚杆、锚索时，锚杆眼装1卷MSK2360型锚固剂，锚索眼装2卷MSK2360型锚固剂。施工时所打的锚杆（索）的预紧力必须达到要求，锚杆的预紧力必须大于等于120kN，锚索的预紧力大于等于180KN。2. 26121风、运巷遇地质构造带、围岩破碎带采用锚网梯索难以支护时，采用29U-4600型斜腿拱形棚架棚支护，其规格为：下宽中高=4.6m2.9m；26121运巷回风绕道、26121风巷回风绕道遇地质构造带、围岩破碎带采用锚网梯索难以支护时，采用29U-3900型斜腿拱形棚架棚支护，其规格为下宽中高=3.9m2.8m；26121切眼遇地质构造带、围岩破碎带采用锚网梯索难以支护时，采用11#-3500型梯形棚支护，规格为下净宽中高上净宽=3.5 m2.4m2.4m。架棚支护时，棚距为0.7m。全断面铺设8#铁丝编制的菱形金属网，其规格为长宽=3.0m0.9m，并用双股14#铁丝进行连接，网的搭接长度为0.1m，联网扣距为0.1m。采用小板插背时，小板规格为长宽厚=1.1m0.08m0.05m，小板间距为0.3m/块，小板两端必须超出棚子边缘100mm，严禁出现单挑小板。 3. 施工过程中，遇巷道顶板破碎或地质构造时，现场支护不能满足支护要求时，根据现场情况及时修改支护形式。附图： 炮掘：3-3 26121风巷锚网支护断面图 3-4 26121运巷锚网支护断面图 3-5 26121风巷架棚支护断面图 3-6 26121运巷架棚支护断面图 3-7 26121风、运巷回风绕道锚网支护断面图 3-8 26121风、运巷回风绕道架棚支护断面图3-9 26121切眼锚网支护断面图 3-10 26121切眼架棚支护断面图 综掘：3-11 26121风巷锚网支护断面图 3-12 26121运巷锚网支护断面图 3-13 26121风巷架棚支护断面图 3-14 26121运巷架棚支护断面图第四节：支护工艺1、 锚网梯索联合支护：1. 临时支护：在施工过程中采用锚网支护时，经彻底找掉后，采用由外往里按隔一打一的方式打设锚杆支护到迎头后，人员方可在其掩护下进行出货、支护等作业。2. 打锚杆眼：使用MYT-150S液压锚杆机或BBZ14.0型煤电钻进行打眼。3. 锚杆的安装方法：锚杆孔钻好后，将孔内岩粉清理干净将锚固剂送入孔内安装锚杆将锚固剂送入眼底安装锚杆锤将锚杆安装在锚杆锤内启动锚杆机使用锚杆旋转向上推进搅拌2030S后使锚杆外露符合要求停转23分钟卸下锚杆机使用套管将锚杆螺母拧紧，要求托盘贴紧岩面，确保支撑效果，避免顶板离层。4. 锚索施工要求：1) 孔内岩粉清理干净将锚固剂送入孔内安装锚索将锚固剂送入眼底安装连接套将锚索安装在连接套内启动锚杆机使用锚索旋转向上推进搅拌30秒后使锚索外露符合要求停转23分钟卸下锚杆机24小时后使用锚索机张紧锚索使托盘紧贴岩壁。2) 锚索张拉：当树脂锚固剂凝固强度达到120MPa以上时，方可进行张拉，张拉前要先找孔口，放好垫板（锚盘）锚具，然后穿上张拉千斤顶，千斤顶与钢铰线在同一轴线上，一次行程不超过150mm，当一次张拉行程超过150 mm时要进行多次张拉，张拉千斤顶的张拉力要超过锚索设计值的20%。 二、架棚支护工艺1. 临时支护：架棚支护时，采用3根3.8m长18kg/m的小轨道配合大链、螺栓安设预置梁作为临时支护。施工过程中，使用小轨道配合大链、螺栓安设预置梁时，经彻底的找掉后，及时将前探梁窜抵迎头，及时将金属网铺设好、使用小板插背好后，然后及时安设好预置梁，预置梁安设好后人员方可在预置梁的掩护下进行刷帮、挖腿窝、立腿架棚等工作。2. 扩帮及挖腿窝的工作只能在有支护掩护的安全地点进行，施工前必须严格执行敲帮问顶及找掉工作，找掉必须彻底，且必须设专人观山。3. 待帮扩够宽、腿窝挖够深后必须及时进行立腿、架棚工作，严禁空顶。4. 施工过程中，架棚前必须先照好中线，然后根据中线找出棚腿位置。5. 架棚前先量好棚腿长度，确认腿窝深度合适后方可开始立腿架棚工作。6. 立腿架棚前应预先在距棚腿上端0.4m处用粉笔画出下卡缆位置以便于掌握好梁腿搭接长度，保证梁腿搭接长度为0.4m。7. 架棚时，调整好梁腿搭接长度上卡缆时，卡缆上的凸起部位必须将棚梁的两端及棚腿的上端固定住，以防止梁子下滑，卡缆螺栓背侧也必须将螺栓的凸起部分镶入卡缆缺口中，棚子架好后，必须将棚子卡缆螺丝和支拉杆螺丝上齐、上紧，严禁出项松动现象。 附图：3-15 26121综掘风、运巷锚网临时支护图3-16 26121风、运巷炮掘锚网临时支护图3-17 26121风、运巷炮掘架棚临时支护图 3-18 26121风、运巷回风绕道锚网临时支护图3-19 26121风、运巷回风绕道架棚临时支护图3-20 26121切眼锚网临时支护图3-21 26121切眼架棚临时支护图第4章 ：施工工艺第一节：施工方法26121运巷、风巷采用EBJ-120综掘机掘进时，锚网支护循环进度为2.1m，架棚支护循环进度为0.7m；26121运巷、风巷采用钻眼爆破的方式掘进,锚网支护循环进度为1.4m，架棚支护循环进度为0.7m；26121运巷回风绕道、风巷回风绕道采用钻眼爆破的方式掘进,锚网支护循环进度为1.4m，架棚支护循环进度为0.7m；26121切眼采用钻眼爆破的方式掘进，锚网支护循环进度为1.4m，架棚支护循环进度为0.7m。附图：4-1 26121掘进工作面锚网支护综掘工艺流程图 4-2 26121掘进工作面锚网支护炮掘工艺流程图4-3 26121掘进工作面架棚支护炮掘工艺流程图4-4 26121掘进工作面架棚支护炮掘工艺流程图第二节：凿岩方式风、运巷采用综掘机截割或钻眼爆破的方式往前掘进，回风绕道及切眼采用钻眼爆破的方式往前掘进。附图：4-5 锚网综掘截割顺序图 4-6 架棚综掘截割顺序图第三节：爆破作业炮眼采用BBZ14.0型煤电钻进行钻眼，炸药采用MR-III型炸药，雷管选用煤矿许用14段毫秒延期电雷管，放炮器选用MFB100型发爆器，发爆能力100发。爆破施工严格按照爆破设计进行，采取预留保护层的方式进行爆破，煤巷保护层厚度0.3m0.5m，岩层中0.1m0.2m，保证巷道成形，无超挖、欠挖，杜绝空帮、空顶现象。一、地质概况：12#煤层顶底板情况：老顶为灰色粉砂岩，厚度为68m，灰色细砂岩夹薄层状菱铁矿。直接顶为灰色粉砂岩，厚度为46m，灰色薄层泥质粉砂岩与薄层状菱铁矿互层。直接底为灰色泥岩，厚度为0.10.3m，灰色泥岩无层理、遇水呈泥状。老底为浅灰色细沙岩，厚度为2.0m，浅灰色砂质岩夹似层状菱铁矿互层。2、 巷道掘进断面： 26121运巷、风巷锚网支护时断面为11.3，架棚支护时断面为12.4；26121运巷回风绕道、风巷回风绕道锚网支护时断面为9.2，架棚支护时断面为10.15；26121切眼锚网支护时断面为9.07，架棚支护时断面为8.41。三、钻眼工具：炮眼采用BBZ14.0型煤电钻进行钻眼。四、爆破联线方式：串联。五、爆破方式：正向爆破。六、爆破材料的选择：根据煤矿的特殊性，选用级煤矿许用乳化炸药和8#煤矿许用毫秒电雷管14段。1、炸药的主要参数：1) 殉爆距离：不小于3cm。2) 爆力：不小于220lmml。起爆感度：一发8电雷管直接起爆。3) 爆速：不小于2300m/s。4) 猛度：不小于8mm。5) 密度：1.9g/ml。6) 安全性：符合煤矿安全要求。7) 药卷直径32mm。8) 药卷长度200mm。9) 药卷重量200g。2、雷管选用8铜壳煤矿许用毫秒延期电雷管14段，单发电雷管的全电阻为4.36.3欧姆，取6.3欧姆。最后一段的延期时间为130ms。3、起爆器材：1) 起爆器选用MFB100型发爆器起爆，其电压1800V，发爆能力100发，最大允许外电阻620欧姆。2) 放炮母线选用绝缘胶皮铜芯线，长度大于300m，安全电流20A，电阻为11.7欧姆/千米。3) 连接线采用铁芯聚氯乙稀绝缘线来连接放炮母线和电雷管脚线，其长度20m（双根），电阻为11.5欧姆/米。七、起爆方法：采取全断面一次打眼，一次装药起爆。八、爆破参数选择：1) 1、炮眼直径：炮眼直径D=42mm。2) 炮眼深度：3) 循环进度：施工期间采用锚网支护时循环进度均为1.4m，施工期间采用架棚支护时循环进度均为0.7m。4) 炮眼利用率:根据施工经验，炮眼利用率一般为8595，炮眼利用率取90。5) 根据公式=L0/L，则：采用锚网支护时L=L0/=1.4/851.65m。炮眼深度：掏槽眼深度为1.7m，其它炮眼深度为1.5m；采用架棚支护时L=L0/=0.7/850.83m。炮眼深度：掏槽眼深度为1.1m，其它炮眼深度为0.9m。6) 单位炸药消耗量的选择26121风、运巷锚网支护时：q=1.1keS=1.12.011.3=0.97kg/m326121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时： q=1.1keS=1.12.09.2=1.07kg/m326121切眼锚网支护时：q=1.1keS=1.12.09.07=1.08kg/m326121风、运巷架棚支护时：q=1.1keS=1.12.012.4=0.93kg/m326121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时： q=1.1keS=1.12.010.15=1.02kg/m326121切眼架棚支护时：q=1.1keS=1.12.08.41=1.13kg/m3式中：Ke炸药爆力校正系数，Ke= ;p炸药爆力；f岩层坚硬系数；S巷道掘进断面。 炮眼数目的确定：1) 一次爆破所需炮眼的数目：26121风、运巷锚网支护时：N=qS1M/ap=0.9711.30.20.90/(0.30.2)32（个）；26121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时：N=qS1M/ap=1.089.20.20.90/(0.30.2)30（个）；26121切眼锚网支护时：N=qS1M/ap=1.029.070.20.90/(0.30.2)28（个）；26121风、运巷架棚支护时：N=qS1M/ap=1.0712.40.20.90/(0.30.2)40（个）。26121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时：N=qS1M/ap=0.9310.150.20.90/(0.30.2)28（个）。26121切眼架棚支护时：N=qS1M/ap=1.138.410.20.90/(0.30.2)29（个）。2) 一次爆破需要炸药的总量：26121风、运巷锚网支护时：Q=qS3L=0.9711.31.70.9016.8kg。26121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时：Q=qS3L=1.089.21.70.9015.2kg。26121切眼锚网支护时：Q=qS3L=1.029.071.70.9014.2kg。26121风、运巷架棚支护时：Q=qS3L=1.0712.41.10.9013.2kg。26121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时：Q=qS3L=1.0210.151.10.909.2kg。26121切眼架棚支护时：Q=qS3L=1.138.411.10.9011.6kg。N-炮眼数目 (个)Q-一次爆破所需要的炸药量，(kg)q-单位炸药消耗量，(kg/m3)S-巷道掘进断面，(m2)，M-药卷长度，(m)-炮眼的利用率，L-炮眼深度，(m)a-一次爆破炮眼平均装药系数，取0.30.4P-每卷炸药的重量，kg； 掏槽眼数目的确定：掏槽眼的布置及数目：根据现场有的钻眼工具和现场施工经验，在掘进过程中采用楔形掏槽，共布置两对（4个）掏槽眼。掏槽眼布置在巷道的中下部，掏槽眼对称布置。掏槽眼的排距：根据经验数据，取排距为： b=1200mm。掏槽眼与工作面的夹角；根据经验数据，一般在75-85之间，取80。成对掏槽眼眼底间距s：根据经验数据s取0.5m。成对掏槽眼眼口间距a的确定：掘进工作面锚网支护时：a=2Lcos+s=21.7cos800.51.09 取1.0m。掘进工作面架棚支护时：a=2Lcos+s=21.1cos800.50.88 取1.0m。 掏槽眼装药量的确定：根据经验公式：掏槽眼的装药密度的确定：根据经验的取0.45：锚网支护时掏槽眼每眼装药量为：施工过程中Q=pL/m=0.450.21.7/0.20.76kg 取4个药卷0.8kg。架棚支护时掏槽眼每眼装药量为：施工过程中Q=pL/m=0.450.21.1/0.20.495kg 取2个药卷0.4kg。 炸药的选择和装药结构炸药的选择：目前，我矿使用直径为32mm的级煤矿安全许用乳化炸药，长度200mm，重量200克。装药结构的选择：在施工过程中，使用普通级煤矿安全许用乳炸药爆破时，不耦合结构装药，不耦合系数K为：K=D/=42/32=1.31式中 D-炮眼直径，mm ，-炸药直径，mm。8、装药量的确定：1) 周边眼装药密度的选择：根据类比法，同类围岩周边眼的装药密度为0.10.25kg/m。根据我矿多年的施工经验，在煤系地层岩石中取0.2kg/m。2) 周边眼装药量的确定：根据周边眼的装药密度和炮眼深度L，确定周边眼的装药量Q，即： Q=L=0.21.7=0.34kg 取2个药卷（0.4Kg）。Q=L=0.21.5=0.3kg 取2个药卷（0.4Kg）。9、周边眼外插角的确定：施工过程中，为了保证巷道成形，沿煤层施工时，采取预留保护层爆破，保护层厚度为0.30.5m，周边眼眼距为0.6m，取外插量为0.1m，则周边眼外插角为：arcsini/L=arcsin0.1/1.5=3o。 爆破网络的计算：施工过程中，采用全断面一次打眼，一次装药起爆。起爆采用MFB-100型发爆器，起爆网路采用大串联，则总电阻为：26121风、运巷R= R1+R2+nr=(11.3/1000)100+321.5+406.3=301.13通过网路和每个电雷管的电流为：I=E/（R1+R2+nr）=1800/301.13=5.97A26121风巷回风绕道、运巷绕道R= R1+R2+nr=(9.2/1000)100+301.5+286.3=222.32通过网路和每个电雷管的电流为：I=E/（R1+R2+nr）=1800/222.32=8.09A26121切眼R=R1+R2+nr=(11.7/1000)100+281.5+296.3=285.87通过网路和每个电雷管的电流为：I=E/（R1+R2+nr）=1800/285.87=6.29A根据对爆破网路的电流、电阻计算，都满足起爆器的要求，即最大起爆电阻小于620，最大起爆电流大于2.5A，故采用MFB-100型发爆器起爆所有需一次起爆的炮眼。 根据上述爆破设计，结合现场施工经验，实际布置炮眼个数及装药量为：26121风、运巷锚网支护时布置32个，使用炸药16.2kg。26121风巷回风绕道、运巷回风绕道锚网支护时布置30个，使用炸药16.6kg。26121切眼锚网支护时布置28个，使用炸药14.2kg。26121风、运巷架棚支护时布置40个，使用炸药13.2kg。26121风巷回风绕道、运巷回风绕道架棚支护时布置29个，使用炸药9.4kg。26121切眼架棚支护时布置29个，使用炸药9.4kg。附图：（顶板较好期间）4-7 26121风、运巷锚网炮眼布置图 4-8 26121风、运巷回风绕道锚网炮眼布置图4-9 26121切眼锚眼炮眼布置图（顶板破碎期间）4-10 26121风、运巷锚网炮眼布置图 4-11 26121风、运巷架棚炮眼布置图4-12 26121风、运巷回风绕道锚网炮眼布置图4-13 26121风、运巷回风绕道架棚炮眼布置图4-14 26121切眼锚眼炮眼布置图4-15 26121切眼架棚炮眼布置图4-16 26121风、运巷锚网炮眼联线图4-17 26121风、运巷架棚炮眼联线图4-18 26121风、运巷回风绕道锚网炮眼联线图4-19 26121风、运巷回风绕道架棚炮眼联线图4-20 26121切眼锚网炮眼联线图4-21 26121切眼架棚炮眼联线图4-22 26121风、运巷锚网装药结构图4-23 26121风、运巷架棚装药结构图4-24 26121风、运巷回风绕道锚网装药结构图4-25 26121风、运巷回风绕道架棚装药结构图4-26 26121切眼锚网装药结构图4-27 26121切眼架棚装药结构图第4节 ：装载与运输运巷、风巷采用综掘机自行装载配合刮板输送机及胶带输送机的方式进行运输；切眼采用人工攉货配合刮板输送机及胶带输送机的方式进行运输。第5节 ：管线及轨道敷设1. 掘进过程中，供水管、压风管、排水管采用4寸铁管进行敷设，瓦斯抽放管采用325铁管进行安设。2. 电缆采用电缆钩按一米间距进行吊挂。3. 风巷：风水管、排水管、瓦斯管沿巷道下帮进行铺设；电缆、风筒沿巷道上帮进行铺设。4. 运巷：风水管、排水管、瓦斯管沿巷道上帮进行铺设；电缆、风筒沿巷道下帮进行铺设。5. 回风绕道、切眼：风水管、排水管、瓦斯管沿巷道左帮进行铺设；电缆、风筒沿巷道右帮进行铺设。6. 本掘进工作面掘进期间，不铺设轨道。第六节：设备及工具配备 所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等，见下表。设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量使用地点备 注1水 泵QYW25-70台8 26121风、运巷、切眼2煤电钻BBZ1-4.0台326121风、运巷、切眼3气腿凿岩机YT-7655台626121风、运巷、切眼4控制开关QBZ-200台1026121风、运巷、切眼5馈电开关BKD16-400台326121风、运巷、切眼6照明综保ZXZ8-2.5台226121风、运巷、切眼7煤电钻综保ZZL8-2.5台326121风、运巷、切眼8综掘机EBJ-120台226121风、运巷9胶带运输机SPJ-800部426121风、运巷10刮板输送机SGW-420部6 26121风、运巷、切眼11局部通风机FW-55KW台426121风、运巷12锚杆机MYT-150S台626121风、运巷、切眼13锚索机台226121风、运巷、切眼14电 话部226121风、运巷、切眼15铁 锹把2026121风、运巷、切眼16镐把2026121风、运巷、切眼17激光指向仪台226121风、运巷、切眼第五章：生产系统第一节：通风26121掘进工作面采用局部通风机压入式供风，最大供风距离：风巷926m，运巷926m（工作面长度）。1. 采用255KW对旋风机进行供风。2. 采用800的阻燃风筒进行铺设，每节风筒必须进行吊挂。3. 26121风巷（26121切眼）进风路线：北三通风上山通风暗斜井1600通风联络巷（北三轨道上山北三轨道上山下部车场材料暗斜井上部车场材料暗斜井1600车场）1600辅助运输大巷261石门26121风巷（26121切眼）4. 26121运巷进风路线：北三通风上山通风暗斜井1500通风联络巷（北三轨道上山北三轨道上山下部车场材料暗斜井上部车场材料暗斜井1500车场）1500运输大巷262石门26121运巷5. 26121风巷（26121切眼）回风路线：（26121切眼）26121风巷26121风巷回风绕道261专用回风石门1600辅助运输大巷总回风上山上段地面6. 26121运巷回风路线：26121运巷26121运巷回风绕道262专用回风石门1500运输大巷总回风上山中段总回风上山上段地面 附图：5-1 26121掘进工作面通风系统示意图第二节：压风本掘进工作面压风由地面压风机供风至掘进工作面；本掘进工作面压风管路采用4寸铁管铺设，每隔3050m安设一个三通阀门，每隔50m安设一组压风自救器。采用压风机对掘进工作面的风动工具及压风自救器等进行供风。 压风供给线路：1. 工作面供风路线（26121风巷及26121切眼）：王家庄井口压风机总回风上山上段1600辅助运输大巷261石门26121风巷26121切眼2. 工作面供风路线（26121运巷）：王家庄井口压风机总回风上山上段总回风上山中段1500运输大巷262石门26121运巷附图：5-2 26121掘进工作面压风供给路线示意图第三节：瓦斯防治 本掘进工作面在掘进过程中，采取打设抽放孔预抽瓦斯的方式治理瓦斯，瓦斯管采用325mm铁管进行铺设。1. 26121风巷、切眼26121风巷、切眼瓦斯抽放孔26121风巷回风绕道瓦斯抽放管261专用回风石门瓦斯抽放管1600辅助运输大巷瓦斯抽放管总回风上山上段瓦斯抽放管地面泵房2. 26121运巷26121运巷瓦斯抽放孔26121运巷回风绕道瓦斯抽放管262专用回风石门瓦斯抽放管1500运输大巷瓦斯抽放管总回风上山中段瓦斯抽放管总回风上山上段瓦斯抽放管地面泵房3. 施工钻孔严格按照通风区所给的设计进行施工。附图：5-3 26121掘进工作面瓦斯抽放路线示意图第四节：综合防尘 工作面后路必须铺设4寸消防灭尘管路，灭尘管路每隔30m50m设一个，且设20m长的灭尘软管，以便洗尘。灭尘管路末端到迎头的距离不得大于20m，迎头接不小于20m长的灭尘软管降尘、洗尘，迎头设移动喷雾，移动喷雾装置的喷头数量不低于2个。各转载点安设转载喷雾装置，在开动设备出货时必须打开喷雾降尘。在迎头50m范围内安设两组能封闭巷道全断面的净化水幕。在迎头往后60200m范围内安设隔爆水槽。附图：5-4 26121掘进工作面综合防尘示意图第5节 ：防灭火1. 工作面后路必须铺设4寸消防管路，管路每隔30m50m设一个，且设20m长的消防软管，以便洗尘。2. 刮板输送机机尾必须安设两台灭火器，其余各转载点安设两台灭火器。3. 胶带输送机机头及刮板输送机机头安设砂箱并装入0.2m3的砂子，备10个纸袋。 附图：5-5 26121掘进工作面综合防灭火示意图第六节：安全监控1. 各个巷道掘进时，必须安设3台瓦斯传感器、2台风机开停传感器。2. 在掘进工作面距工作面35m处安设瓦斯传感器（T1），在掘进工作面第一风流交汇处往里1015m处安设瓦斯传感器（T2），在掘进工作面第一风流交汇处往外1015m处安设排放瓦斯传感器（T3），掘进工作面主、备用风机开关的负荷侧必须安设风机开停传感器（Tk）。3. 施工过程中，在防突风门间安设风门开闭语音报警器、风门开关传感器。 监控线路:T1、T2、T3探头监测分站地面监测系统 附图：5-6 26121掘进工作面监测示意图第7节 ：供电1.供电流程：1) 26121风巷：a. 运输、生产设备供电：1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来262石门移变1#高爆261石门移变1#干变261石门移变1#低总261石门移变1-4分路设备b. 综掘机供电：1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来262石门移变1#高爆261石门移变2#干变261石门移变2#低总261石门移变2-1分路综掘机c. 双水泵电源供电：1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来262石门移变1#高爆261石门移变1#干变261石门移变1#低总261石门移变1-3分路水泵2) 26121运巷：a. 运输、生产设备供电：1500运输大巷变电所4#高爆负荷侧来1500运输大巷变电所1#低总1500运输大巷变电所1-1分路1500运输大巷联锁开关设备b. 综掘机供电：1500运输大巷变电所2#高爆负荷侧来1500运输大巷变电所3#干变1500运输大巷变电所3#低总1500运输大巷变电所3-3分路262石门处联锁开关综掘机c. 双水泵电源供电：1500运输大巷变电所3#高爆负荷侧来262石门移变1#高爆262石门移变1#干变262石门移变移变1#低总262石门移变1-2分路水泵 附：26121掘进工作面供电设计说明书第8节 ：供水本掘进工作面供水管采用4寸铁管进行铺设，每隔3050m安设一个三通阀门。 供水线路：1. 26121风巷、切眼164水池北三轨道上山通风联络巷通风暗斜井1600通风联络巷1600辅助运输大巷261石门26121风巷、切眼。2. 26121运巷164水池北三轨道上山通风联络巷通风暗斜井1500通风联络巷1500运输大巷262石门26121运巷。附图：5-7 26121掘进工作面供水线路示意图第9节 ：排水 26121风巷在掘进过程中，排水对象主要为综掘机灭尘水、小窑采空区渗入水、钻机用水、锚杆机用水流量=管截面积流速(注：水的流速常见为13m/s，工程上计算一般取1.5m/s)综掘机灭尘每小时涌水量Q1=0.0095m0.0095m3.141.5m/s3600s3=4.6m3/h钻机每小时排水量Q2=0.0125m0.0125m3.141.5m/s3600s2=5.29m3/h锚杆机每小时排水量Q3=0.005m0.005m3.141.5m/s3600s3=1.27m3/h最大用水量：Q=Q1+Q2+Q3=4.6m3/h+5.29m3/h+1.27m3/h =11.16m3/h25m3/h 26121运巷在掘进过程中，排水对象主要为综掘机灭尘水、钻机用水、锚杆机用水流量=管截面积流速(注：水的流速常见为13m/s，工程上计算一般取1.5m/s)综掘机灭尘每小时涌水量Q1=0.0095m0.0095m3.141.5m/s3600s3=4.6m3/h钻机每小时排水量Q2=0.0125m0.0125m3.141.5m/s3600s2=5.29m3/h锚杆机每小时排水量Q3=0.005m0.005m3.141.5m/s3600s3=1.27m3/h最大用水量：Q=Q1+Q2+Q3 =4.6m3/h+5.29m3/h+1.27m3/h =11.16m3/h25m3/h26121切眼在掘进过程中，排水对象主要为小窑采空区渗入水、钻机用水、锚杆机用水流量=管截面积流速(注：水的流速常见为13m/s，工程上计算一般取1.5m/s)钻机每小时排水量Q2=0.0125m0.0125m3.141.5m/s3600s2=5.29m3/h锚杆机每小时排水量Q1=0.005m0.005m3.141.5m/s3600s3=1.27m3/h最大用水量：Q=Q1+Q2=5.29m3/h+1.27m3/h =6.56m3/h25m3/h根据上述计算，本掘进工作面排水管采用4寸铁管进行铺设，排水设备采用QYW25-70（排水量为25m3/h）型风泵能满足排水要求。排水线路：1. 26121运巷排水路线：26121运巷262石门262石门联络巷1500运输大巷1500水仓通风暗斜井通风联络巷北三采区石门1660北大巷（中央泵房）。2. 26121风巷（26121切眼）排水路线：（26121切眼）26121风巷261石门1600辅助运输大巷皮带暗斜井1500运输大巷1500水仓通风暗斜井通风联络巷北三采区石门1660北大巷（中央泵房）。附图：5-8 26121掘进工作面排水线路示意图第10节 ：运输26121风、运巷均采用刮板输送机配合胶带输送机出货，26121切眼采用刮板输送机出货。工作面所需物料由地面采用绞车配合矿车下放至副斜井底弯道，再由机车顶至下北三采区石门，再由材料暗斜井上平台绞车通过材料暗斜井下放到1600车场、1500车场，再由无极绳绞车牵引至261石门、262石门后人工将物料运至工作面迎头。材料运输：地面副斜井1660被大巷北三采区石门材料暗斜井1600车场、1500车场1600辅助运输大巷（1500运输大巷）261石门（262石门）人工搬运至迎头。出货：1. 26121风巷、切眼26121风巷、切眼261石门联络巷M7上山2672运巷262石门262运煤斜巷262煤仓1500运输大巷皮带暗斜井北三煤仓1660北大巷强力皮带003煤仓新主斜井皮带走廊地面洗煤厂2. 26121运巷26121运巷262石门262运煤斜巷262煤仓1500运输大巷皮带暗斜井北三煤仓1660北大巷强力皮带003煤仓新主斜井皮带走廊地面洗煤厂附图：5-9 26121掘进工作面运输线路示意图第11节 ：照明、通信及信号1. 掘进期间，必须在掘进迎头50m范围内安设一部本质安全型电话直通地面调度，所安设的电话必须灵敏可靠。 附图：5-10 26121掘进工作面通讯线路示意图2. 掘进期间，必须在巷道顶部安设防爆型照明灯。安设照明灯时，每隔30m安设一盏。 附图：5-11 26121掘进工作面照明线路示意图3. 掘进期间，各运输系统司机操作位置及机尾必须安设一组灵敏可靠的声光组合信号装置，以便于信息反馈。附图：5-12 26121掘进工作面信号布置示意图第6章 ：劳动组织及主要技术经济指标第1节 ：劳动组织：1) 采用“三.八”作业制度，即每班作业8小时，三班生产。2) 劳动组织以响炮进尺（综掘进尺）工序为中心,采用分工种平行作业,充分利用工时,提高生产进尺效率。3) 掘进期间，综掘架棚支护时每循环进度为0.7m，综掘锚网支护时每循环进度为2.1m；炮掘架棚支护时每循环进度为0.7m，炮掘锚网支护时每循环进度为1.4m。4) 在劳动组织上要求新老兼配，每天至少有一名技术全面、经验丰富、责任心强的职工兼任带班队长负责该工作面的安全、生产、质量等工作，若工作面出现安全隐患或其他安全问题时，由带班队长负责统一安排现场工作。附图：6-1 26121掘进工作面锚网支护综掘劳动组织表6-2 26121掘进工作面架棚支护综掘劳动组织表6-3 26121掘进工作面锚网支护炮掘劳动组织表6-4 26121掘进工作面锚网支护炮掘劳动组织表第2节 ：作业循环1. 严格进行出勤考核，确保每班出勤人数符合要求。2. 严格执行班前会制度，保证按时入井。3. 入井前及开始工作前做好需要的准备工作，避免因准备不足影响生产。4. 加强对职工的技术培训，提高职工的技术素质和操作能力，按时按量完成工作，提高工作效率。5. 加强工程质量管理，保证工程质量达标，避免因质量原因进行返工造成的延误工时及材料浪费等。6. 建立内部工分考核制度与工资分配制度，并严格执行，充分发挥带班队长等队组管理人员的作用，充分调动职工的劳动积极性。7. 加强机电设备的使用、保养、维修管理，降低设备故障率，减少设备故障及机电事故对生产进尺的影响时间，提高工作率。8. 加强职工的安全教育培训，提高职工安全意识和自主保安能力，及时处理安全隐患，避免因事故影响生产。9. 为职工创造良好的工作和休息环境，使职工保持良好的精神和体力工作。附图：6-5 26121风、运巷锚网支护综掘作业循环图表6-6 26121风、运巷架棚支护综掘作业循环图表6-7 26121掘进工作面锚网支护炮掘作业循环图表6-8 26121掘进工作面架棚支护炮掘作业循环图表第三节：主要技术经济指标主要根据正规作业循环图表进行计算，不计施工过程中其他影响情况。附图：6-9 26121掘进工作面技术经济指标第7章 ：安全技术措施第1节 ：一通三防一、工作面需要风量计算（一）、瓦斯涌出量预计：根据我矿26采区M12上山掘进期间最大瓦斯涌出量为：3.0m3/min，故预计26121掘进工作面在其掘进期间瓦斯涌出量为：26121风巷与26121运巷分别为 3.0m3/min、3.0m3/min。（二）、配风量计算。1、按瓦斯涌出量计算 Q掘=100qch4Kch4掘 qch4掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min Kch4掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。1) 26121风巷：则Q掘=1003.01.30.8=487.5（m3/min） 式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min2) 26121运巷：则Q掘=1003.01.30.8=487.5（m3/min）2、按风筒百米漏风率计算根据：P漏= P100L/100=（1-Q掘/Q扇）100% 而 P100=100P漏/L故 Q扇= Q掘/（1- P100L100） 式中：P漏 -风筒漏风率，% P100 -百米漏风率，取3%。 Q扇 -