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1、山西阳泉盂县跃进煤业有限公司掘进工作面作业规程编号：掘11004号工作面名称：15502回风顺槽编 制：生技部、通风部、机电部批准日期： 年 月 日执行日期： 年 月 日会 审 意 见会审单位及人员签字技术部长： 年 月 日通风部长： 年 月 日机电部长： 年 月 日安全部长： 年 月 日 调度主任： 年 月 日生产副总： 年 月 日安全副总： 年 月 日机电副总： 年 月 日技术副总： 年 月 日总 经 理： 年 月 日目 录第一章 概况.06 第一节 概述.06第二节 编写依据.06第二章 地面位置及地质情况.07第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况.07第二节 煤层赋存特征.07第三节
2、 地质构造.07第四节 水文地质.07第三章 巷道布置及支护说明.08第一节 巷道布置.08第二节 矿压观测.08第三节 支护设计.08第四节 支护工艺.11第四章 施工工艺.14第一节 施工方法.14第二节 掘进施工.15第三节 爆破作业.17第四节 装载与运输.19第五节 管线及轨道敷设.20第六节 设备及工具配备.22第五章 生产系统.22第一节 通风.23第二节 压风.25第三节 供水.26第四节 瓦斯防治与安全监控.26第五节 综合防尘.30第六节 防灭火.31第七节 供电.32第八节 排水.32第九节 运输.34第十节 照明、通讯和信号.34第六章 劳动组织及主要技术经济指标.35
3、第一节 劳动组织.35第二节 循环作业.37第三节 主要技术经济指标.40第七章 设备油脂及煤质管理.41第八章 安全技术措施.42第一节 顶板管理.42第二节 通风、瓦斯及安全监控.47第三节 防治水.49第四节 井下爆破及火工品管理.49第五节 运输提升.53第六节 电气设备管理.58第七节 探 水.65第八节 其它安全规定.66第九章 灾害应急救援措施及避灾路线.71第一节 瓦斯煤尘爆炸事故应急救援措施.71第二节 矿井水灾事故应急救援措施.72第三节 矿井火灾事故应急救援措施.73第四节 避灾路线.74第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为15502回风顺槽。二、
4、掘进目的及用途掘进目的是为形成综放工作面及回风。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：15502回风顺槽全长为732米。服务年限：10年四、预计开、竣工时间经有关领导决定：本掘进工作面自2011年4月开工，预计2011年7月竣工。附图1：巷道布置示意图。第二节 编写依据一、地质依据及批准时间地质说明书名称为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，批准时间为2010年5月。二、矿压观测资料煤岩应力较集中。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井上、下对照关系表名 称15502回风顺槽工程名称15502回风顺槽地面标高（m）11501162井下标高863地
5、面的相对位置建筑物、小井及其它工作面位于华山一带，工作面范围内无农田，无民房及其它建筑物井下相对位置对掘进巷道的影响东为运输大巷，北、南、西均为实体煤田。邻近采掘情况对掘进巷道的影响由于巷道四周均为实体岩层，所以对本工作面没有任何影响第二节 煤（岩）层赋存特征 本区岩层为一东倾单斜构造，产状稳定，岩层厚度变化不大。附图2：综合柱状图。第三节 地质构造本工作面地层为北高南低的单斜形态，岩层产状稳定，本区没有发现断层，向南掘进时有陷落柱，掘进时需注意。第四节 水文地质本区岩层形态简单，邻近没有老巷、采空区积水。预计最大涌水量140m3/d，正常涌水量为175m3/d。所以该含水层对本区巷道掘进无影
6、响。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置15502回风顺槽掘进工作面按生技科给定的中线掘进。掘进坡度与煤层坡度一致，15502回风顺槽向南沿15#煤层顶板掘进55m后开始沿15#煤层底板掘进。第二节 矿压观测1、观测对象：15502回风顺槽。2、观测内容及方法：在顶邦设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面及顶底板和两邦移近量。3、掘进巷道每100米支设顶板离层观测仪一台，每10天进行一次观察，并作记录。第三节 支护设计15502回风顺槽采用锚杆+锚索+金属网+钢带进行支护，每米一架，如遇顶板破碎，须增加锚索密度。1、采用类比法合理选择支护参数该掘进工作面巷道设计为钢带、锚杆、锚索及金属网联合
7、支护，锚杆选用18mm2500 mm的铁锚杆，排距1000 mm、间距1000mm；锚杆距煤邦300 mm，每排3根;帮锚杆选用16mm1600 mm的树脂锚杆，间距1050 mm，锚杆距顶700mm、距底750mm，排距1000 mm，每排2根；锚索选用15.244000，每排1根、排距1000mm。采用锚杆、锚索联合支护，锚索采用对角式（支护见附图），根据井下实际情况，如顶板破碎时，必须采用双锚索。锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于120Nm;帮锚杆锚固力不小于50 kN，扭力矩不小于60Nm；15.24锚索预紧力不小于120 kN，锚固力不小于230 kN。2、采用计算法校核支护参数
8、清晰1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2式中L-锚杆总长，m；L1-锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.020.05m,顶锚杆取0.1m,帮锚杆取0.15m），mL2-有效长度（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）,m普氏免压拱高： b=B/2+Htan（45-帮/2）/f顶c=Htan（45-帮/2）式中B、H-巷道掘进宽度和高度，B=3.8m，H=2.5m; f顶-顶板煤（岩石）普氏系数， f顶岩取3 帮-两帮围岩的内摩擦角，帮取63.43（查表得）。下层巷道适用 ： B煤=3800/2+2500tan（45-63.4
9、3/2）/3=830mm C煤=2500tan（45-63.43/2）=590mm依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶煤 2500930mm，帮锚杆长 L帮1600740mm。所选锚杆长度均能满足计算要求。2）、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：每根锚杆悬吊煤（岩）体重量G=rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K,取K=2。 KGQa(Q/KrL2)1/2所选顶锚杆的锚固力Q70kN，计算得a1.2m。因而间排距能满足计算结果。3）、悬吊理论校核锚索间距：根据地质钻孔状分析：直接顶无坚硬岩层。为防止巷道顶板岩层发生大面积跨落，用15.24mm、L=4000mm（锚入砂岩不小于1000mm深）的钢绞线。将锚杆加固的“钢带”整体悬吊于煤层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下
