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1第一章概况第一节概述该巷道属于1908北施工上山,用于1908北工作面的材料运输和通风,设计长度为150米,坡度沿煤按中线掘进,服务年限计划为2年,预计在2011年1月份下旬开工,于2011年2月份竣工。1908北施工上山从1908北运输巷8号点前12m处沿C9煤层按306°的方位角开口，掘进长度为190m。附图：巷道布置平面图。（表二）第二节编写依据一、地质部门提供的地质说明书根据地质组提供的1908北工作面地质说明书及相关设计图纸。二、其它技术规范1、2010版《煤矿安全规程》。2、煤矿井下各工种《操作规程》。3、《2010年大庆矿井灾害预防与应急预案》4、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）执行说明》。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巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系等详见下列图表：井上下对照关系表工程名称1908北施工上山水平、采区一采区+1650m--+1695m地面标高+1850m--+1900m井下标高+1650m--+1695m地面的相对位置建筑物、小窑及其他地面相对位置无村庄和其他建筑物，1908北施工上山北部范围可能有小煤矿的采空区。190m范围内无小窑影响。井下相对位置对掘进巷道的影响1908北施工上山位于C9煤层，此段无我井采空区,下层煤为C6煤,对1908北施工上山的形成无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻采掘工作面无影响。第二节煤(岩)层赋存特征一采区C9煤层平均厚度为0.45-1.74米,据一采区北翼皮带巷掘进过程中探明,该地段的C9煤层不稳定。煤层走向为东北方向，倾向为南东方向，煤层倾角为13-15度，煤层坚固性系数小于4，煤层绝对瓦斯涌出量为:0.16m3/min在该巷道内不存在地质构造，待掘进过程中探明。其顶底板情况详见下列图表：3煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（最大/最小/平均）1.74/0.45/1.11煤层倾角（最大/最小/平均）15/13/14煤层硬度f＜4煤层层理（发育程度）中等煤层节理（发育程度）中等自燃发火期/d三类不易自燃绝对瓦斯涌出量/（m3/min）0.16相对瓦斯涌出量（m3/t）0.46煤尘爆炸指数/%——地温/℃——附:煤岩层综合柱状图(1:100)（表一）第三节地质构造1908北施工上山施工中可能有揭露F19正断层的分支小断层，落差为1—8米，对施工影响不大。断层情况见下表断层情况表编号断层名称性质走向/（°）倾向/（°）倾角/（°）落差（m）对工程的影响1F19正304214258较小4第四节水文地质巷道区域的主要水源为北部的小煤矿采空区积水，西部F19号倾向正断层的断层水。巷道区域相邻上层煤无我井采空区，对工程无影响。本煤层顶底板无含水层,但巷道掘进长度190m时,必须停止掘进工作。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置巷道布置：巷道沿C9煤层按中线掘进、水平标高为+1650m--+1660m、掘进断面5.3㎡。1908北施工上山从1908北运输巷8号点前12m处沿C9煤层按306°的方位角开口，掘进长度为190m。架棚处巷道断面为梯形，巷道上净宽：1.6m，下净宽2.4m，净高不低于1.8m，净断面：3.6㎡附图：巷道布置平面图。(表二)第二节支护设计一、临时支护采用两根长3.0米的直径为45㎜的钢管前探梁支护,吊环4个一组采用Φ=16㎜钢筋制作的连接装置套在架好的棚式支架梁上,连接装置上孔长的放在后面梁头上，由外向里推移，至工作面后，用背顶刹杆木将前后前探梁上背紧；爆破后安装前探梁，在前探梁上根据棚距放上下一架将要支护的梁头，在有可靠前探支护下出碴到挖腿窝、架棚，做到工作面不空顶。（一）临时支护安全技术措施（1）巷道掘进过程中，空顶距超过0.8m不能进行永久支护时，必须架设临时支护。5（2）锚杆支护时必须使用前探梁作为临时支护；（3）使用前必须检查前探梁各部件的完好情况，如有损坏必须先更换后使用。（4）使用前探梁必须由三人以上配合操作。（5）使用前探梁作临时支护的步骤为：①由一人在已安装的两边锚杆上挂吊环，另一人向安好的吊环中穿前探梁钢管。②把前探梁杆穿入托架中，使两杆平行，前探梁杆迎头端距离迎头不得大于10cm。③收紧鼻绳螺栓，使其达到合适的长度。④在前探梁杆上前后段分别背上两块半圆木，形成“井”字型结构，并进行加固。后端用半圆木板刹实。（6）前探梁作临时支护的距离不得超过1.6m，必须控制在两个锚杆间距之内。当迎头装渣完毕，架设好永久支护后才能撤除前探梁。二、永久支护根据巷道围岩性质，依据施工现场实际情况，顶板完好的地方采用1.8m长的树脂锚杆支护，支护规格为：锚杆间排距为800㎜×800㎜，顶板破碎带采用架棚支护，棚距1000㎜,架棚选用矿工钢,梁头长1800㎜,腿子长2100㎜,断层及围岩松散破碎带及压力集中区棚距调整为800㎜。附图：巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。（图二、图四、图五）第三节支护工艺1、施工顺序:安全检查（顶板、瓦斯、通风、工程质量、探头位置）敲帮问顶打眼瓦斯检查装药瓦斯检查布置6警戒联线爆破瓦斯检查、爆破情况检查敲帮问顶架设前探梁临时支护出碴永久支护安全工程质量检查、整改。2、架棚支护质量要求A、矿工钢的规格必须符合施工图要求。B、严格按巷道中线架棚，巷道净宽高不小于设计50㎜，不大于设计50㎜。C、皮柴数量，帮三顶四（帮三根顶四根），背帮两头必须搭接在两架棚子上，背顶必须架设“#”字型木垛接顶，排列整齐，并用木楔楔紧，背板用厚不小于10㎝的背板，位置符合要求，顶帮背紧背实。D、平巷架棚不得前倾后仰，偏差+1°，斜巷架棚迎山角3-5度。E、腿窝找在实底上，埋深非水沟侧不小于250mm，水沟侧穿过沟底10mm；支架梁扭矩不超过100㎜。顶梁水平，两根腿子不迈步。F、棚梁接口紧密，错位不超过5㎜。错位超过误差的必须及时纠正。G、歪斜的棚子必须由外向里依次处理。H、棚间距误差+100mm。I、顶板破碎架棚支护时，相邻两架棚之间在顶梁两端和棚腿中部必须根据棚距用皮柴设撑杆，防止放炮崩倒柱子。3、架棚支护质量要求A、打锚杆眼：打锚杆眼前，首先严格按巷道中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理。打眼时按照由外向里顺序检查顶帮，找掉活矸，确认安全后方可施工。锚杆间距、排距800×800mm（顶），允许偏差为±100mm，锚杆方向与井巷轮廓线夹角为90°，允许偏差为≤15°。锚杆眼深度与锚杆长度相匹配，打眼深度为1800mm；打眼应按由外向里，先顶后帮的顺序依次进行。7B、锚杆安装：安装锚杆前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔前方不得有人，然后把2节锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，在锚杆端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆机卡住螺帽。开动锚杆机，使锚杆机带动锚杆旋转，对锚固剂进行搅拌，当钻机升到锚杆托盘紧贴顶板时，停止升钻机，搅拌20s后停机。30s后再次启动钻机边旋转边推进，托盘快速压紧钢带至岩面位置，使锚杆具有较大的预拉力。附图：巷道支护断面图(表四、表五)第四章施工工艺第一节施工方法巷道开口施工方法1908北施工上山煤巷采用一次打眼多次装药联线全断面分次爆破，断层破碎带无煤带采用全断面一次爆破，临时支护，耙矿绞车配合溜子出碴运碴、永久支护，并采用湿式打眼，放炮使用水炮泥、放炮喷雾、装岩洒水的综合防尘措施。巷道开口点施工采适当缩小断面、浅眼爆破后刷大形式设计断面，待掘进到3米距离后方可进行正规爆破作业。第二节凿岩方式一、掘进施工方式巷道采用MYS-50型手持式液压锚杆钻机配长1.80米，ф30mm中空六角钎子湿式钻眼；煤巷采用MZ—1.2型煤电钻配长1.50米螺旋钻杆打眼，岩巷、半煤岩巷、煤巷施工、运输方式1908北施工上山运输距离为350米，采用34T型溜子配合皮带运输施工。半煤巷采用分装分运进行施工。8第三节爆破作业巷道断面为矩形、掏槽方式为锥形掏槽、周边眼与设计轮廓线距离为150㎜。一、爆破器材使用8号煤矿许用毫秒延期雷管，炸药采用煤矿许用乳化炸药。MFB-100型隔爆电容发爆器起爆。二、装药结构全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药前必须用压风吹眼器将炮眼内煤岩粉吹干净并把眼口的煤岩粉清除干净，再用木质炮棍小心将药卷一次送入眼底，炮眼充填必须使用水炮泥充填后再用炮泥充填。不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，防止炸药受潮。三、起爆方式爆破采用串联分断面两次起爆。四、炮眼布置图详见炮眼布置图及雷管炸药消耗量表。（表五）五、施工质量技术要求1、打眼前必须由跟班班队长、班组长、收尺员共同画好施工中线，并找出巷道周边轮廓线标出炮眼眼位，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼，装药、爆破。2、施工必须按要求断面掘进巷道，严禁超挖，巷道两帮平直，底板平整。第四节装载与运输一、装载机械采用耙斗机配合矿车装运碴，矸石采用分掘、分装、分运的办法处理。9附图：运输系统示意图。（表二）第五节管线敷设在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，要求吊挂牢固整齐。电缆用电缆钩吊挂，电缆钩每3米一个，电缆垂度不超过50㎜，风水管接口严实不漏风水。水管距工作面20米范围内使用1寸软胶管，20米以外使用2寸钢管，并随工作面的前进而延长主管路，以备工作面正常使用风水。要求风水管路埋在巷道一侧。接头处必须封严封密，水管每隔50米设丁字头三通，迎头软管接头处必须设置闸阀，风管必须紧跟迎头，各种电缆吊挂于巷道下帮，并且各管线须按规定距离分开并吊挂整齐有序。第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离通风采用压入式通风，最远通风距离为250米。二、风量计算1、风量计算①、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100q掘K掘通=100×0.16×1.1=17.6m3/min式中:Q掘——掘进工作面需风量，m3/minq掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）绝对涌出量，m3/minK掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。②、按局部通风机额定吸风量计算需要风量：Q掘=Q扇×Ii+15S=240×1+15×4.8=312m3/min10式中：Q扇——局部通风机额定吸风量,m3/minIi——掘进工作面同时供风的局部通风机台数S——掘进工作面净断面，m3。③、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4N=4×12=48（m3/min）式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数。④、按炸药使用量计算：Q掘=25A=25×3.6=90（m3/min）全断面一次起爆为：Q掘=25A=25×9.2=230（m3/min）式中：A——掘进工作面一次爆破所使用的最大炸药量，kg。⑤、风速验算：最低风速验算为:Q掘15S掘m3/min即31215×4.8=72最高风速验算为：Q掘240S掘m3/min即312240×4.8=1152由以上计算取最大风量值：312m3/min，选择2BKJNO5.0/11-2×5.5型一部通风机能满足此掘进工作面风量需要，配用FTZXS400×10型胶质风筒，采用压入式通风，根据2009年后矿安（2009）12号《关于云南省后所煤矿矿井风量计算细则及供风标准》规定掘进工作面风量不小于213m3/min。符合后矿安[2009]12号文件的有关规定。掘进迎头风筒出口风量不低于90m3/min.三、局部通风机的选型及安装地点1、风机安设要求111）风机安设于一采区北翼运输石门距离一采区北翼C9轨道上山不小于10米、顶板良好，无淋水，不影响运输，行人安全的地点新鲜风流中，采用压入式通风，风筒末端距迎头距离不大于5米，最远通风距离约250米。2）风机必须吊挂在顶板上或放在风机架上，距底板不小于300㎜。风机开关必须上架。3）部通风机必须设专人挂牌管理，实现“三专两闭锁”（专用开关、专用线路、专用变压器，风电闭锁瓦斯电闭锁）4）风筒吊挂于巷道上帮，使用废旧钢绳吊挂牢固，必须保证风茼吊挂平直整齐，逢环必须挂，拐弯处用钢圈头风筒，花接必须配变径风筒，接头和各点不漏风