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-1-第一章概况第一节概述一、工作面名称：1608上山运煤巷。二、掘进目的及用途：为满足1608轨道顺槽综掘施工煤炭运输及1608皮带顺槽设备材料运输的需要，特进行本工程。三、巷道位置、设计长度及服务年限：1、巷道位置：平行一采区皮带巷，与其间距20m。⒈巷道设计掘进总工程量：上山斜巷170m，平巷8m，绞车硐室12m。总长度为190m。⒉服务年限：10个月。四、预计开工竣工时间按照矿井接续安排，该运煤巷巷道自2011年3月21日开口施工，预计2011年2月10日竣工。第二节编写依据⒈1608运煤巷地质说明书及相关钻孔资料⒉1608运煤巷煤层底板等高线预测图及相关的地质剖面图⒊1608运煤巷设计说明书4.《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》-2-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地面相对位置及邻近采区开采情况表1第二节煤（岩）层赋存特征该煤层赋存于西山窑组主含煤岩段上部，B5煤层之上，与上部B7煤层间距0.30～21.54m。煤层自Ⅰ线西150m以西地表露头火烧，Ⅷ勘探线以西深部火烧，全层厚1.32～4.09m，平均厚度1.93m；可采厚度为1.30～3.73m，平均可采厚1.81m。煤层结构较简单，可见1层0.30～0.44m厚的泥岩夹矸。顶板为含炭泥质粉砂岩、细砂岩，偶见泥岩；底板为中-细砂岩，偶见含炭粉砂质泥岩，属中厚煤层；变异系数24.46%(γ≤25%），可采指数0.92(0.95≥Km≥0.80)，属较稳定煤层。本煤层平均厚度1.81m。煤的宏观煤岩组分以暗煤为主，其次为亮煤、丝炭。肉眼煤岩类型为半亮型-暗淡型。煤层结构简单，煤层稳定。煤层走向近东西，倾向南，倾角24°～33°平均28º。普氏硬度系数2，容重1.32t/m3。采区一采区工程名称1608上山运煤巷地面标高/m1540～1660井下标高/m1293～1366地面相对位置建筑物、小井及其它运煤巷地面位于主井口西南方向约840～1554m处，地表为丘陵地带，无建筑物。井下相对位置1608运煤巷东翼位于一采区皮带上山，与一采区皮带上山平行，上部紧靠1608综采面停采线。邻近采掘情况对掘进巷道的影响1608运煤巷四邻没有回采，为实体煤层。对掘进无影响-3-煤层特征情况表表2指标参数备注煤层厚度（平均）m1.81煤层倾角（最大～最小/平均）/（º）33～24/28煤层硬度（f）2煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）较发育自然发火期/月3～6绝对瓦斯涌出量/（m3﹒min-1）0.65m3/min相对瓦斯涌出量/（m3﹒t-1）0.382煤尘爆炸性具有爆炸性煤层顶底板情况表表3名称岩石类别硬度（f）厚度(m)岩性顶板直接顶粉～细砂岩45以含炭泥质粉砂岩、细砂岩为主，偶见泥岩底板直接底中细砂岩52细砂岩，偶见泥质粉砂岩。第三节地质构造该运煤巷地质构造较为简单，但是大约在90m处有一小构造，对施工有一定影响。该运煤巷无火成岩侵入的岩墙、岩床、陷落柱等。第四节水文地质侏罗系中统西山窑组弱含水层是本工作面开采时的主要充水含水层。西山窑组弱含水层出露于井田的中部，其岩性由泥质粉砂岩、细砂-4-岩、中砂岩、砂砾岩、泥岩及煤层组成，地下水赋存在岩层的孔隙裂隙中；含水层厚度50.89～57.83m；据ZK201、ZK301孔抽水试验成果，渗透系数为0.0016～0.06m/d，单位涌水量q为0.0015～0.0358L/S·m，为弱富水含水层。西山窑组弱含水层补给途径主要由大气降水沿地层倾向进行缓慢渗透，由于含水层的储水性和透水性都很弱，对运煤巷开采影响不大。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1608运煤巷位于一采区西翼，1608运煤巷设计总长度为190m，其中上山斜巷170m，平巷8m，绞车硐室12m。方位166°29′55″沿B6煤层顶板掘进。第二节矿压观测一、锚杆锚固力监测1、巷道掘进过程中，选用LBY-2型顶板离层监测仪，在巷道顶部每隔50m安设一台，监测巷道顶部下沉量。2、数据收集及资料整理分析：（1）巷道内要悬挂顶板离层指示仪管理排版，每7天由队技术人员进行填写，要求内容齐全、文字清晰。（2）施工队要建立顶板离层指示仪监测记录台账，队技术员检查升井后必须及时填写一式两份，每周向生产技术部送交一份备查。-5-第三节支护设计一、巷道断面1608运煤巷断面均为矩形。掘宽3.3m，掘高2.4m，断面积为7.92㎡。二、支护方式⒈道支护巷道采用锚网支护，顶部锚杆间排距为700mm×700mm，帮部锚杆间排距为800mm×800mm。顶部锚杆均采用ф18×1800mm螺纹锚杆，帮部锚杆均采用ф16×1600mm螺纹锚杆，顶锚杆锚固剂采用ф23×350mm2根，帮采用1根。顶部每根锚杆锚固力不小于58.8KN，帮部每根锚杆锚固力不小于39.2KN，在有断层出现或顶板压力过大的情况下要在巷道中心线位置每间隔3m打注一根ф15.24×4000mm的树脂锚固剂锚索加强支护，巷道均挂14#铁丝菱形网片，网片规格为1000×3400mm，网孔规格为50×50mm；钢托板规格长×宽×厚=180×150×8mm。（详见支护断面图）第四节支护工艺一、锚杆（索）安装工艺⒈打锚杆（索）眼采用煤电钻或MQT-70C风动锚杆钻机打眼。打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格尺寸，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里，先顶后帮的顺序检查顶帮，撬掉松动离层煤块，确认无安全隐患后方可作业。锚杆眼位置要求准确，误差不得超过±100mm。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打注锚杆按先顶后帮的顺序依次进行。⒉装锚杆（索）安装锚杆前，应将眼孔内的煤粉用掏勺或高压水冲洗干净。然后将-6-树脂锚固剂用锚杆送入眼底，用煤电钻或锚杆钻机边搅拌边推进至孔底，再挂金属网片安装锚杆托板，锚杆安装5分钟后将锚杆螺母上紧，使其扭力达到140N/M。3.过断层、裂隙和岩性突变地带时顶板管理措施（1）加强掘进地段的地质调查工作，根据所掌握的地质资料（包括地质构造分布情况与产状以及岩性变化的可能地段），及时制定具体的施工方法与安全措施。对于特殊地段，要制定针对性措施，否则不能开工。（2）在破碎带中掘进，尽可能缩短围岩暴露时间，减小顶板出露后的绕曲离层，提高顶板的稳定性。（3）施工中要严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。要经常观察围岩稳定状况的变化，及时掌握断层、裂隙带、岩性突变带出露的时间。一旦发现异常要及时处理，防患于未然。（4）掘进工作面临近断层或穿断层带时，采用架设梯形工字钢钢棚进行支护，棚距要缩小。在距断层前5m左右时，要采用密集支柱。（5）减小空顶距离，及时架设临时支护，永久支护要紧跟工作面迎头。（6）巷道支架背板要严实，提高支架对围岩的支护能力，防止掘进中漏顶或漏帮。（7）在顶板岩性突变地带，要及时打点柱支护突变带顶板。对伞檐状危岩要及时敲掉，敲不下来时，要在伞檐下打上撑柱，并在下面加密柱棚，或加打台板棚。（8）巷道临近断层等构造时，要加强对瓦斯的检查以及断层水的疏排工作。-7-二、工程质量要求1.巷道宽度中线至任何一帮误差控制在0～＋150㎜，净高误差控制在30～＋200㎜。2.锚杆孔深度误差控制在0～50㎜之间。3.锚杆支护质量标准：（1）锚杆角度应垂直巷道轮廓线。（2）锚杆孔深与锚杆长度一致。（3）使用k2335型矿用锚固剂。（4）锚杆抗拔力不小于4吨。（5）锚杆外露长度不大于20～50mm。（6）巷道顶、帮表面平整，锚杆托板紧贴煤（岩）面。（7）锚杆间距、排距误差100mm。锚杆的安装角度与巷道轮廓线夹角不小于75°，裂隙层理发育处，适当调整锚杆安装角度，尽量垂直裂隙层理面。4.锚杆螺母必须用力矩板手拧紧，扭力距不小于140N/M。5.所掘巷道煤壁必须修理平整，铺设金属网片时，必须铺平拉展，头对头、边对边，采用14#铁丝联接网片，网与网采用隔扣相联，每扣拧2-3圈。6.为确保锚杆的安装质量，对锚固力、扭力距达不到设计要求的锚杆必须及时进行整改，严禁使用不合格的树脂锚固剂、锚杆和托板。7.对压坏的托板及螺母滑扣的锚杆必须在其旁边补注锚杆。8.锚索孔深度小于锚索长度200㎜。9.锚索初始安装后，外露长度控制在300㎜以内。10.搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌。11.搅拌树脂药卷后，停止5～10分钟，开始张拉锚索，张拉预紧力控制在120KN以上。12.张拉时，发现锚固力不合格的锚索，必须立即在其附近重新打注。-8-第四章施工工艺第一节施工方法一、施工顺序从1608皮带顺槽开门,沿166°29′55″方位和B6煤层顶板，以3.3×2.4m（掘进规格）施工170m，然后变坡（0°）掘进12m，为一绞车硐室，170处再左转45°施工8m与一采区二号石门轨道巷贯通，工程结束。二、施工工艺工艺流程：交接班→安全检查、敲帮问顶→延伸中腰线→检查气体、机电设备检修→打眼→装药、瓦斯检查→联线、挂警戒→放炮→气体检查、出煤→打锚杆眼、挂网、安装锚杆、上托板→进入下一个循环→……→文明生产→交接班。第二节掘进方式一、施工方式及设备1608运煤上山工作面采用煤电钻打眼，普通爆破法施工，后配搪瓷溜槽与1608皮带顺槽煤流系统相连。采用煤电钻打炮眼，煤电钻型号MZS－1.2，采用2.0m、1.8m麻花钻杆（Φ42mm）进行施工。用MQT-70C风动锚杆钻机打锚杆眼，采用1m可连接钢钎钻杆进行打眼。第三节爆破作业采用打眼放炮施工,楔形掏槽,直径φ42mm钻头打眼放炮施工,35㎜直径三级煤矿许用乳化炸药爆破,雷管采用毫秒段发电雷管,M-200发爆器放炮,连续集中正向装药,黄土配合水泡泥封口,放炮后及时恢复正常通风，进行洒水降尘消烟,提高爆破效果。-9-加强光面爆破管理,炮眼要平、直，深度、角度达规程要求,实行定钻、定位、定岗，严格按规程规定的药量进行装药，岩性发生变化时,及时调整爆破参数,超挖不超过150㎜,严禁欠挖。特殊地段施工时,严禁放大炮,要缩小炮眼深度及循环进尺,轻打轻放,减少对围岩的破坏，如过断层或破碎带时,应加强支护，如有需要另编制安全措施。炮眼布置及装药量眼号炮眼名称炮眼深度装药量水平角度封泥长度（m）爆破顺序联线方式装药结构m单眼小计(kg)1-4掏槽眼2.03卷600g9卷2.4760封满填实I串联反向连续装药5、6扩槽1.83卷600g6卷1.2780II7、812～149～1115～17辅助11个1.81.5卷300g22卷3.3850III23-2541～43帮眼6个1.812006卷1.2IV44～50底眼7个1.81.530010.5卷2.1IV18～22二圈51.81.0卷200g5卷1.0gIV26～40周边151.81卷200g12卷卷1.8V合计50个孔13.0-10-第四节装载与运输一、装载与运输方式⒈装煤运煤：由人工直接装煤，通过搪瓷溜槽运至1608皮带顺槽输送机运至井底煤仓，经主井皮带输送到地面选煤楼。⒉材料及设备运输：材料及设备从地面装车经副井筒放至井底车场，利用采区轨道上山绞车提到一采区一号石门，人工运到1608掘进工作面用料地点。第五节管线及轨道敷设⒈风筒、水管及气管布置在巷道右侧，电缆要悬挂在电缆勾上。⒉风筒吊挂平直，做到逢环必挂，出风口距离掘进工作面不超过5m，风筒的直径为600mm。⒊水管用铁丝捆绑在帮部管架钩上，每5m捆一道。水管距工作面不超过20m。第七节设备及工具配备设备及工具配备表7序号名称型号功率/W单位数量备注1移变KSGZY－315/0.69315KVA台1供电2局部通风机DSFA5.6/2×152×15KW台1供风3煤电钻MZ－1.21.2KW台2备用1台4搪瓷溜槽600×1000节1905综保ZBM-4台16锚杆钻机MQT-70c台17馈电开关BKD9-400台18防爆电话部19力矩板手把110激光指向仪YBJ—500c台1-11-第五章生产系统第一节通风一、通风方式与供风距离巷道掘进时掘进工作面采用局部通风机压入式通风，最长供风距离为200m。二、掘进工作面风量计算⒈掘进工作