11001工作面综掘作业规程

第一章 概 况

第一节 概 述

巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、等。

第二节 编写依据

一、 经过审批的设计及批准时间等

2010年12月批准的11001轻放工作面设计 二、 地质部门提供的地质说明书

2010年11月批准的11001工作面地质说明书 三、 说明有关矿压观测资料

本矿无矿压资料，参考邻近矿井资料 四、 其他技术规范

《设计规范》、《煤矿安全规程》

第二章 地面位置及地质情况

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况

一、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。

本工作面位于井田南部边界，一采区东翼。开采标高590m，地面为山地，无水体和建筑物，对开采无影响。

二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近己有的采掘情况对工程的影响。

本工作面位于1901工作面下方，1901工作面已采空。与1901工作面相邻的1903工作面也采空。两巷均穿过一采区轨道巷和回风巷。南部为井田边界，无开采。运输巷在1901运输巷下，向工作面内错，回风巷从1901工作面回风巷内错到外错。 三、分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。

本区为低瓦斯，而且1901工作面与10#煤层层间距仅1.2m，瓦斯释放较充分，对本工程无影响；1901两巷局部有积水，掘进时应探水，对本工程影响不大； 四、井上下对照关系表

第二节煤（岩）层赋存特征

一、叙述煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。

本区产状为单斜构造，倾角0--6度。煤层厚度4.3--4.8m，平均4.7m顶板为9#煤底板，厚度1.2m，砂质页岩，f=5。底板为11#顶板，岩性为砂质页岩。F=5。

二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。

煤层特征情况表

煤层顶底板情况表

综合柱状图

附图一

第三节 地质构造

一、煤(岩)层产状要素(走向、倾向、倾角)，断层、褶曲、裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。

煤层走向：东西--西60北；倾向：南--南60西；倾角0--6度。 工作面中间有一条落差2米的断层，断层走向：北偏东20度；倾向：西偏北20度；倾角：69度。运输巷比回风巷大。

工作面有一褶曲，对掘进无影响。 此区域无陷落柱、火成岩侵入。

断层情况表

附图二：地质平面图。

第四节 水文地质

一、巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。

主要水源是1901工作面运输巷、回风巷低洼处积水，涌水量很小，9#煤层顶板含水层有补给可能，但在1901工作面回采时已基本疏干。11001运输巷、回风巷不在其下方，只有回风巷在中间部分从1901回风巷下方穿过，但影响程度不大。过巷时需要探水。 二、分析钻孔终孔位置、封孔质量，构造导水等，对施工安全的影响程度。

本区域内无钻孔，对施工无影响。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

一、描述巷道布置：层位、水平标高、断面、工程量、

坡度、中腰线、开口的位置、方位角等。

巷道布置见附图三；

运输巷、回风巷、切眼沿10#煤层底板掘进；按边线施工。运料石门、出设备眼从9#煤层穿层到10#煤层，按中腰线施工。

运输巷开口位置：一采区皮带机巷P8点后13m。方位：59度。工程量：963m

回风巷开口位置：一采区皮带机巷P9点后4m。方位：59度。工程量：1036m

运料石门开口位置：一采区轨道巷轨9点向1901回风巷方向6m。方位10度。坡度10度。工程量：12m

出设备眼开口位置：1901工作面出设备眼P3点后8m，方位：

104度，坡度10度 。工程量：15m

切眼开口位置：运输巷开口里963m处，方位：149度。 工程量：

120m

附图四：巷道开口大样图。 附图四

第二节矿压观测

本矿无矿压观测手段，采用邻近矿压资料。

第三节 支护设计

一、确定巷道支护形式、支护参数等。

由于本区巷道沿10#煤层底板掘进，留有顶煤，9#煤层也已采空，10#煤层顶板仅1.2m后，无法采用锚喷等支护形式，故采用传统的工字钢架棚支护。

第四节 支护工艺

二、支护方式和主要参数、支护工序安排与支护要求。

1、支护方式：运输巷、回风巷、运料石门、出设备眼采用工字钢支护：梁长3.4m；柱长2.8m。 棚距0.7m。使用直径16cm圆木破半裱褙，顶八帮五，均匀布置。顶帮全部铺网，网的规格：8×0.8米。切眼采用木棚架锚杆、锚索支护。（巷道断面见附图五） 附图五：巷道支护断面图

2、临时支护：采用前探梁作临时支护。（见临时支护图 附图六） 3、支护工序安排：掘进---临时支护---出煤---永久支护 4、支护要求：

①、支架要符合“五要”，（即梁要平、口要严、柱窝深度要够、要符合山势、裱褙要实）。支架间要使用四根撑木连接，即柱头、梁头各一根。

②、超挖处必须接帮接顶，严禁空帮空顶。

③、运输巷按左帮边线1.0m施工；回风巷按右帮边线1.0m施

工；切眼按中线施工；运料石门、出设备眼按中腰线施工。中线、边线、腰线偏差不得大于100mm。要在巷道顶板用白线标记，白线要跟头，距工作面不大于10米。

④、支架不准调向，要垂直中（或边)线。

⑤、工字钢梁与柱之间要使用柱帽，以防滑脱。柱帽使用100*120*10mm皮带。

⑥、临时最大空顶距：1.5m。顶板煤层破碎，难以支护时临时最大空顶距0.8m。

⑦、网间搭接0.1米。使用联网绳连接，每300mm连接一道。

⑧、半圆背木平面朝外。空帮空顶处用背木接帮接顶。 附图六：临时支护图

附图五-1

附图五-2

第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、巷道开口施工方法

巷道开口使用炮掘的方法施工。需要使用抬棚时，抬棚必须使用双抬棚。

二、特殊条件下的施工方法

顶板破碎、过顶部9#老巷顶板难以维护时，必须缩小循环进度和减小棚距。

第二节 凿岩方式

一、机掘施工方式

运输巷、回风巷、切眼使用综合掘进机施工。切眼扩巷采用爆破方式扩巷。 二、炮掘施工方式

运料石门、出设备眼采用炮掘方式施工。 三、掘进机械、钻具的名称、型号、数量等

施工设备与供电情况表

四、断面截割顺序

根据掘进机操作说明及应用实践总结出断面截割最佳方案为：先进行掏槽，然后再进行正式截割，其断面截割顺序为： 1.掏槽

在底部掏槽前，应先无负荷的启动掘进机截割部，然后再开动掘进机，以截割滚筒不打滑为宜，铲板下放到底板上，使之受力后稳定，开动掘进机到迎头，使截割臂在底下左帮位置，这时截割臂可以从底部左帮截割到巷道右帮位置，向前开动掘进机，深度视迎头顶板情况或截割滚筒不打滑为宜，再从右往左截割到左帮位置，再向前开动掘进机，这样循环往复几个过程，把截割滚筒全部截割进去，这个过程即为底部掏槽结束。 2.截割

底部掏槽结束后，把铲板下放到底，使之受力把掘进机略微抬起，将后稳定器放下，使之受力，然后把截割臂慢慢抬起，掘进机抬起高度以迎头实际情况而定，然后从左到右，再由右到左进行截割到所需巷道断面为止，整个截割过程为一个循环，即在顶板稳定时一个循环进尺1.4m。煤层松软时一个循环进尺0.7m。 附图七：掘进机截割顺序图。

第三节 爆 破

一、爆破条件：岩石的性质，巷道断面，炸药的种类，雷管的型号。 全煤巷道，f=2；

巷道掘进规格：上宽3.1m，下宽4.4.0m，高2.5m，掘进面积11.6m2。 炸药：煤矿许用铵梯炸药，前五段毫秒电雷管。 二、爆破说明表

爆破特征表

采用分次装药分次拉炮，第一次掏槽眼、部分辅助眼和底眼，装药量7.5kg；第二次帮眼、顶眼和部分辅助眼，装药量5kg。一次最多装药量7.5Kg

第四节 装载与运输

一、运输方式

皮带输送机、刮板输送机运输，材料、设备采用矿车和调度绞车轨道运输。

开口炮掘时采用人工装煤方式；掘进机掘进时采用掘进机自装方式。

二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置等。 附图八：炮眼布置图。

装载运输设备方式表

三、管线及轨道敷设

1、风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。 风筒与风水管悬挂在皮带机一侧，风筒在上，风水管在下。间距0.3m。风筒距工作面不超过5m，风水管局工作面不超过10m。电缆悬挂在另一侧，通讯、信号电缆在上，动力电缆在下。高度不低于1.8m。电缆随设备前移。

2、敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、调车场质量要求等。

轨道使用18kg轨道。枕木规格：1200*300*200mm；间距1.0m。巷道边线为轨道中心线。道岔使用简易道岔。车场根据需要和现场情况铺设。轨面高差不超过5mm，内错差不超过5mm。轨道每个接口必须上好道夹板和道螺栓。

管线及轨道敷设方式表

第五节 设备及工具配备

一、 所需设备、工具的名称、型号规程、单位、数量等。

设备及工具配备表

附图九：设备布置图

第五章 生产系统

第一节 通风

一、通风方式及供风距离

采用局部通风机压入式通风方式

二、风量计算

（一）按瓦斯涌出量计算 Q1=100qk m3/min

q-----风排绝对瓦斯涌出量 0.64m3/min k----掘进工作面通风系数 可取1.5-2.0 取1.5 Q1=100×0.64×1.5= 96 m3/min (二)按炸药使用量计算 Q2=25A= m3/min

A-----一次最大装药量 7.5kg

Q2=25×7.5kg=187.5 m3/min

（三）按人数计算 Q3=4n= m3/min

n-----工作面同时工作的最多人数 取15人 Q3 = 4×15 = 60 m3/min (四)按局部通风机的实际吸风量计算 Q4=Q局I+9S= m3/min

Q扇----掘进工作面局扇实际吸风量，5.5×２局扇取200m3/min I-----掘进工作面同时通风的局扇台数 取1台 S----风机处巷道断面 9.6m2 Q4 = 200×１＋９×9.6 = 286 m3/min (五)确定需要的配风量 Q掘 = 286 m3/min

风量验算

（一） 按最低风速验算

煤巷掘进工作面的最低风量（Q岩）： Q岩≥60V小×S岩 m3/min

V小----掘进工作面最低风速 0.25m/s S-----掘进巷道断面 9.6 m2

Q最小= 60×0.25m/s×9.6m2 = 144 m3/min Q掘 > Q最小 符合要求 （二） 按最高风速验算

煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量（Q） Q掘≤240×S m3/min

Q最大= 240×9.6 =2304 m3/min Q掘 < Q最大 符合要求 掘进工作面风量 取 286 m3/min 三、局部通风机的选型及安装地点

开口时运输巷风机安装在一采区皮带机巷，当出设备眼贯通后风机安装在运输巷出设备眼后15米处；

开口时回风巷风机安装在一采区皮带机巷。当运料石门贯通后风机安装在回风巷运料石门后15米处，运料石门回风。

附图十：通风系统示意图。

第二节 压风

风源、压风方式、管径、风压、规格，管路长度、安装位置和敷设路线等。

地面压风机型号： 主斜井管路直径108mm。大巷管路直径78mm。作为11001

掘进工作面三条生命线的压风管路采用直径50*4的铁管紧跟工作面，和水管布置在巷道一侧，在水管下方。

附图十一：压风系统示意图。

第三节 瓦斯防治

本矿为低瓦斯矿井，不需要抽放瓦斯。但在瓦斯防治方面，应重点加强局部通风管理和瓦斯检查检测工作。

第四节 综合防尘

防尘供水源、水量、水压，供水管路系统、水幕、隔爆水袋、喷雾点个数及位置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮装岩（煤）洒水等。

1、防尘水源采用地面高山水池水，通过主斜井和大巷管路送至11001工作面运输、回风巷。水压2MPa,水量5m3/h。供水管理直径50mm。水幕使用自制水幕，每道水幕6个喷头，每个转载点在转载落煤处安设两个喷雾头，正对落煤点，且有课控制的阀门。每50米留设一个阀门，用于洒水灭尘。

2、隔爆水袋设置位置，1、距回风口10米处；2、距掘进工作面200米处。每处隔爆水袋数量根据每个隔爆水袋大小确定，每处隔爆区域总水量不得小于4m3/m2。运输巷、回风巷隔爆区域总水量不得小于40m3。采用40升的隔爆水袋，每排3个袋，共33排。安装符合规范要求。

3、炮掘必须使用湿式钻眼和水泡泥；综掘机必须有内外喷雾装置，且完好、喷雾效果好。内喷雾水压不小于2MPa,外喷雾水压不小于1.5MPa。

4、放炮前后、装煤时必须洒水，以防煤尘飞扬。 5、每周要冲洗两次巷道。以防煤尘积聚。

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