(修订板)12011工作面轨道顺槽掘进作业规程

第一章巷道布置及用途第一节工程概况12011工作面轨道顺槽的地面位置，在工业广场正北300m处沟坡地带，地面标高+265m～+400m ，无民房及其它影响。

12011工作面为本矿首采面，周围无采、掘工作面。

第二节巷道布置及用途一、巷道布置：12011工作面为义安煤矿首采工作面，位于义安井田中部，11采区上山西部。

12011工作面轨道顺槽设计长度800m，已掘进600m，工作面标高-320m～-238m，巷道方位角315º。

二、巷道用途：1、满足12011工作面回风、行人需要；2、满足12011工作面运输煤炭需要；3、是12011工作面安全出口之一；4、满足12011工作面材料运输需要。

三、巷道开工、竣工时间和服务年限：1、巷道开工时间：2007年1月1日；2、巷道竣工时间：3、巷道服务年限：1年。

附图一12011工作面轨道顺槽巷道平面布置图第二章地质说明书第一节顶、底板岩性顶板岩性：工作面煤层为二１煤层。

伪顶不发育；直接顶为泥岩，局部相变为砂质泥岩，厚度0～3.5m；老顶为中粒石英砂岩（大占砂岩），厚9.9m～19.0m。

底板岩性：伪底不发育；直接底为泥岩、粉（细）砂岩，厚度8.3m～10.7m；老底为Ｌ7灰岩，厚5.0～6.3m。

附图二：12011工作面轨道顺槽煤岩层柱状图第二节地质构造该工作面地质构造简单，褶曲宽缓。

根据地面三维地震勘探资料，工作面西部发育有DF2、DF11正断层。

DF2断层落差为3m，断层深部切入L7灰岩，其尖灭端距轨道顺槽32m，DF11断层落差为2m，断层深部切入L7灰岩，与轨道顺槽斜交，经轨道顺槽实践未见此断层。

工作面东部发育有DF3正断层，落差为3m，深部切入L7灰岩，其尖灭端距轨道顺槽16m，实践证明DF2、DF3断层未见，对正常掘进无影响。

第三节水文地质该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。

根据地面瞬变电磁勘探资料，工作面范围内分布有5个异常区，其中L7灰岩富水区一块，O2富水区4块，加上过DF11正断层，应设专人观察巷道水流情况，特别是过断层和富水异常区段前后，及时做好井下物探及探水工作，以确保工作面的安全掘进。

在掘进过程中，应在巷道低洼处，安设水泵，便于抽排积水。

第四节煤层情况二１煤层：根据现有地质资料，该工作面煤层厚度较为稳定，为0.7m～12.4m，平均为 6.0m，煤层结构简单。

煤层富含FeS结核，Ad=21.42%，Sd=2.23%。

第五节煤质该煤层煤质松软，煤芯中含有大量黄铁矿结核，属中高硫、特低磷、低中灰、高发热量、粉状贫煤。

第六节瓦斯、煤尘和自燃发火情况瓦斯：根据井田地质报告，二1煤层瓦斯含量较高，含量为4.02～12.19m3/t，平均7.22m3/t。

根据揭露二1煤层及掘进实测情况，绝对瓦斯涌出量为1.5～2.5m3/min。

应加强瓦斯预测、预报，并做好瓦斯抽放工作。

煤尘：煤尘具有爆炸危险性，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为55%。

自燃发火：煤层为不易自燃煤层。

第三章巷道支护说明书第一节巷道断面形状和尺寸一、巷道断面形状：设计为梯形，采用矿用12#工字钢架棚支护。

二、巷道断面尺寸：设计毛断面：高2.57m ，上宽3.7m，下宽5.37m，面积为11.51m2；净断面：高2.4m，上宽3.24m，下宽4.86m，面积为9.79m2。

棚腿扎角72°。

附图三：12011工作面轨道顺槽巷道支护断面图第二节管路布置一、风筒、管线及电缆吊挂：巷道左帮吊挂瓦斯抽放管路和电缆。

瓦斯抽放管吊挂距底板2m，电缆吊挂距底板1.5m，电缆吊挂点的间距不大于3m。

巷道右帮吊挂压风、供水管路和风筒。

风筒直径800mm。

采用一趟风筒时，吊挂高度距底板1.8m；采用两趟风筒时，吊挂高度距底板400mm。

压风管（4寸）、供水管（3寸）采用钢管时，管路吊挂位置距底板500mm。

第三节巷道支护一、支护密度的确定：借鉴以往支护经验，确定棚距为400 mm。

二、支护材料及规格：1、临时支护：采用前探梁和棚式支护顶梁做为临时支护，前探梁用2根4.5m长的24kg/m道轨制做，一梁配2个卡钳式悬梁器。

最大空顶距为1600mm。

2、永久支护：采用12#矿用工字钢梯形棚进行支护，梁长3.5m，腿长2.8m，巷道净高2.4m，棚腿扎角72°。

附图四：12011工作面轨道顺槽临时支护示意图3、支护材料规格：1）棚梁：长度为3500mm的12#工字钢。

2）棚腿：长度为2800mm的12#工字钢。

3）串杆：700mm×Ф30mm圆木。

4）荆芭：1100mm×600mm。

5）半圆木：700mm×Ф140mm。

6）木楔：200mm×70mm×70mm。

7）撑杆：500mm×50mm×50mm方木。

4、巷道背设要求：1）托煤顶掘进时，巷道顶、帮采用双荆芭(或塑料网)、双串杆背设；沿直接顶时，巷道顶、帮采用双荆芭(或塑料网)、双串杆背设。

2）顶帮要背严背实。

沿顶掘进时，串杆52根/棚(顶20根，两帮各16根)；沿底掘进时，串杆52根/棚(顶20对，两帮各16根)。

串杆均匀布设。

撑杆每棚6根，其中顶梁两端各一根，棚腿各2根，(其中梁下200mm处各1根，梁下1m处各1根)。

串杆、撑杆要打直、打牢，前后成一条直线，其串杆直径不得小于30mm。

3）用塑料网背设时，网与网之间搭接长度100mm，并用网绳联牢，网外背好背木，出现网兜及时处理。

5、质量要求：1）掘进时，要加强探煤厚工作，掌握好煤厚变化情况，并记录备查。

2）水平巷道支架要垂直于巷道顶底板。

合格标准：支架前倾、后仰偏差不超过±1°（1m垂线不大于17mm）。

优良标准：支架前倾、后仰偏差不超过±0.5°（1m垂线不大于9mm）。

倾斜巷道每6--8°坡度,支架应有1°迎山角，使支架迎山有力，严禁后仰。

3）加强质量管理，及时校正中线，发现中线点不一致时，必须及时与地测科联系放线。

4）如果煤层较软，顶帮易片冒时及时打薄板木钎板控制。

5）巷道净宽、净高，误差在-30mm~+50mm。

6）巷道棚距，误差不大于±100mm。

7）棚梁接口错差＜5mm。

第四章施工方法第一节施工工艺一、破煤方法：12011工作面轨道顺槽设计沿二1煤层顶板掘进，为全煤巷。

采用全断面一次掘进，采用钻爆法破煤。

胶带输送机和刮板输送机运输，人工装煤。

二、钻眼机具及爆破器材：1、钻眼机具：煤巷采用ZM—15煤电钻打眼，岩巷采用YT—28风动凿岩机打眼，共3台风动凿岩机，2台工作，1台备用。

2、爆破器材：煤矿许用三级乳化炸药，1～5段毫秒延期电雷管，MFB—200发爆器一台。

3、施工方法：必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施进行施工。

首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报，采取防突措施，经效果检验，各项指标不超，采取安全防护措施后，再进行正常施工。

1）全煤巷道掘进时，只布置掏槽眼和底眼，掏槽眼眼深1.8m，底眼眼深1.6m，手镐修边。

2）全岩巷道掘进时，布置掏槽眼、辅助眼、周边眼和底眼，掏槽眼眼深1.8m，辅助眼、周边眼和底眼眼深1.6m。

3）半煤岩巷施工时，根据实际情况布置炮眼和装药量。

4）采用正向装药方式，全岩巷采用全断面一次起爆，实现光面爆破。

5）炮掘工作面迎头必须采用防倒棚设施，加固长度均不小于5米，并随掘进同步前移，防止崩倒架棚。

附图五全煤巷炮眼布置图和爆破参数表附图六全岩巷炮眼布置图和爆破参数表三、炮掘工艺流程:交接班、验收→打眼、放炮、通风→正棚、移前探梁、放梁、背顶→出碴→掘两帮柱窝、栽腿、背帮→出碴、打撑木→清理→交接班、验收。

第二节设备及工具配备设备及工具配备见下表：设备及工具配备表第五章生产系统第一节运煤系统一、运输方式：正头采用爆破落煤，通过人工装煤入SGW-30X刮板输送机内，由刮板输送机转入SJ-650胶带输送机至胶带，人工推车至12011中部车场，用JD-11.4绞车牵引进入运输大巷，由电机车牵引至副井，从副井罐笼提升到地面。

二、运输线路：工作面→12011工作面轨道顺槽→12011工作面轨胶联络巷→12011工作面中部车场→东翼轨道大巷→副井→地面。

第二节运料系统一、运输方式：用1t固定式矿车或叉车装料，由电机车牵引至12011工作面中部车场，用JD-25绞车牵引进入工作面料场。

二、运输线路：地面→副井→东翼轨道大巷→12011工作面中部车场→12011工作面轨道顺槽→12011工作面料场。

附图七：12011工作面轨道顺槽运输系统图第三节通风系统一、掘进工作面风量计算：1、按瓦斯涌出量计算Q=100q CH4×K式中：q CH4--掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取1.5-2.5m3/min。

K—通风不均衡系数K=2.0。

则：Q=300-500m3/min2、按每循环炸药消耗量计算：Q=25A式中：A—一次爆破的最大装药量，kg ；A=18.8kg则Q=470m3/min3、按工作面同时工作的最多人数计算：每人每分钟需风量为4 m3，工作面交接班时人数最多为40人。

Q=4Ν则：Q=160m3/min综合以上，Ｑ取最大值为500m3/min。

4、按局扇实际吸风量选风机：2BKJ NO.6.3(2×30kw)局扇实际吸风量为570m3/min。

根据计算结果，应选2台2BKJ NO.6.3(2×30kw)风机供风，均可满足要求。

其中一台接至动力电源，另一台接至专用电源，两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台，实现风电、瓦斯电闭锁，保证工作面正常通风，风筒直径为800mm。

5、风速验算：按《煤矿安全规程》规定，巷道风速必须满足以下要求：即Vmin=0.25m/s Vmax=4m/sSmin=8.5m2Smax=9.7m2则: Vmin =570/(11.51×60)=0.83m/sVmax= 570/(9.79×60)=0.97 m/s所以: 0.25m/s < Vmax和Vmin <4m/s故风速验算符合《煤矿安全规程》规定。

选用DBKJ NO.6.3(2×30kw)风机，风量为570m3/min符合规定。

由于我矿按煤与瓦斯突出矿井管理，根据2005年11月东翼轨道大巷掘进情况看，12采区煤层中瓦斯含量较大。

因此，12011工作面轨道顺槽在掘进中，若实际条件发生变化导致供风量不足时，可铺设两趟风筒供风，一趟直径800mm，另一趟直径600mm。

二、通风方式：1、风机安装位置：风机安装于东翼轨道大巷与瓦斯抽放泵站交叉点，确保不串联通风。

2、通风方式：压入式通风。

风筒出风口距迎头：岩巷不超过8m，煤巷不超过5m；风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头，采用双反向压边接口，每百米漏风率不大于3%。