3-5#煤层胶带大巷作业规程

编号Z201310国投大同塔山煤矿国投大同塔山煤矿掘进工作面作业规程掘进工作面作业规程掘进工作面名称35煤层胶带大巷编制郝绍胜技术负责人张帆施工负责人刘露生施工单位中鼎矿建国投塔山项目部编制日期2013年10月10日执行日期年月日目录第一章概况1第一节概述1第二节编写依据1第二章地面相对位置及地质水文情况1第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1第二节煤层赋存特征2第三节地质构造4第四节水文地质5第三章巷道布置及支护说明6第一节巷道布置6第二节支护设计6第三节矿压观测8第四节支护工艺9第四章施工工艺13第一节施工方法13第二节凿煤（岩）方式13第三节装载与运输14第四节管线敷设14第五节设备及工具配备情况表15第五章劳动组织及主要技术经济指标17第一节劳动组织17第二节循环作业18第三节主要技术经济指标18第六章生产系统19第一节通风系统19第二节压风系统21第三节压风自救系统21第四节防尘系统22第五节防灭火系统22第六节安全监测监控系统22第七节供电系统24第八节供水、排水系统26第九节供水自救系统28第十节运输系统28第十一节照明、通信和信号28第七章灾害预防及避灾路线29第一节井下发生灾害事故的应急措施29第二节井下发生灾害事故时，现场人员的行动原则30第三节避灾线路30第八章安全技术措施31第一节施工准备31第二节“一通三防”管理31第三节顶板管理35第四节防治水管理39第五节机电管理44第六节运输管理47第七节掘进机管理50第八节过断层、地质构造安全技术措施52第九节喷浆管理52第十节防爆装载机使用措施53第十一节其它53附图35煤层胶带大巷地质平面图21135煤层胶带大巷地质剖面图22235煤层胶带大巷综合柱状图23335煤层胶带大巷支护断面图314临时支护平剖面图325永久支护三视图325综掘机截割示意图42735煤层胶带大巷工作面设备布置图458通风系统示意图619压风系统示意图6210压风自救系统示意图6311防尘系统示意图6412监测监控系统示意图6613供电系统示意图6714供水、排水系统示意图6815供水自救系统示意图6916运输系统示意图61017照明、通信、信号系统示意图61118避灾路线示意图7119顶板离层仪分布位置平面图顶板离层仪布置剖面图第一章概况第一节概述一、巷道名称35煤层胶带大巷二、巷道掘进目的及巷道用途巷道掘进目的是为了形成35煤层出煤运输系统，主要服务于35煤层开采生产系统。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度35煤层胶带大巷东段设计长度520M。巷道的服务年限35煤层开采服务年限结束。四、预计开、竣工时间自2013年10月06日开工，于2014年01月19日竣工。第二节编写依据一、根据矿生产技术部提供的35层胶带大巷开口设计平、剖、巷道断面图和矿地质测量部提供的35胶带大巷掘进地质说明书编写。二、地质说明书及批准时间地质说明书的名称为35胶带大巷掘进地质说明书，批准时间为2013年10月15日。三、煤矿安全规程及煤矿工人技术操作规程。第二章地面相对位置及地质水文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表一水平名称1045M水平采区名称地面标高1360014950M井下标高9031038M地面相对位置及建筑物巷道对应地面位置为窑沟南侧的山坡和沟谷地段，地表为低山丘陵、沟谷、冲沟及黄土台地覆盖。山脊基岩裸露，植被稀少。巷道东部对应地势相对较高,西部对应地势相对较低；地面标高为13601495M，平均14275M。井下位置及掘进对地面设施的影响上覆2煤层中部大部已开采完毕，只有井田东部与西北部局部区域正在开采和掘进。35煤层分叉后5号煤层与3号煤层的层间距为080130M,平均101M；3煤层与2煤层层间距为110543M,平均293M。（西部较薄，东部较厚）。2煤层以上312447M为四老沟矿开采的侏罗系大同组14煤层采空区。埋藏深度为430455M。邻近采区开采情况西部隔20M矿界煤柱与同煤集团塔山井田相邻相邻区域为实煤区，南北部均为实煤区。走向M520倾斜M沿中腰线掘进长度M520第二节煤层赋存特征1、煤层结构根据地面白20、1701地面勘探钻孔资料、井下地质钻孔资料及35煤层辅运大巷揭露的地质资料分析，该巷道掘进的煤层为复杂结构煤层,从东至西煤层进行了分叉合并又分叉现像。从开口往西355M为分叉区段，一直到1184M合并后又开始分叉，分叉区域一直延伸到设计停掘位置。详见35煤层胶带大巷预想地质剖面图。煤层中普遍含有810层夹矸，夹矸单层厚度为002045M，总厚度为152M，岩性为黑色炭质泥岩、褐色高岭岩或灰色粉砂岩2、煤层产状巷道掘进区域煤层走向南西北东，煤层倾角为05，一般为23。3、煤层厚度根据地面勘探钻孔资料和井下地质钻孔及35煤层辅运大巷揭露的地质资料分析，分叉区段3煤层厚度为0540M,平均322M；分叉区段5煤层全厚为13601558M，平均1467M。合并区段35煤层全厚为18082270M，平均2049M。4、煤层稳定性煤层变异系数11,属稳定煤层。5、煤层硬度煤层普氏系数2030，煤层硬度较硬。6、煤质工作面煤质以半亮型煤为主,光亮型、半暗型为辅,具弱玻璃光泽,结构较松散，粘结指数在6189之间，平均716，属强粘结煤。煤质化验指标详见下表。煤质指标一览表表二原煤灰分（）原煤挥发分（）全硫分（）水分（）焦渣特征煤种原煤发热量（MJ/KG）16412854346606515250气煤170423817、顶底板岩性特征表表三顶底板名称岩石名称厚度特征灰黑色粉砂岩0210M性脆，质软，细腻，断口呈参差状浅灰色粗砂岩、灰白色砾岩120227M北部为浅灰色粗砂岩，底部含砾，砾径1030MM,泥质胶结。南部为灰白色砾岩，砾径235MM,燧石基地式胶结，标致层K3。灰白砂质泥岩115125M北中部为浅灰色砂质泥岩，南部变为灰白色细砂岩老顶白色砂岩210270M北中部为白色砂岩，南部变为灰白色砾岩褐色铝土指煤岩080130M致密，硬度小，易碎3煤层0540M褐色铝土质泥岩110540M致密，硬度小，易碎，有滑感，底部有少量炭质粉砂岩，含植物根茎叶化石直接顶2煤层285750M中夹12层薄层褐色高岭岩及黑色炭质泥岩，性脆，破碎后呈棱角状。伪顶黑色炭质泥岩020035M上部夹煤屑，含植物化石，极易垮落，普遍赋存。褐色粉砂岩110570M致密，含植物化石，底部黑色炭质泥岩，含植物碎屑黑色炭质泥岩025095M6号层煤，平均075M,呈粉状，中夹黑色炭质泥岩，污手，性脆。底板黑色炭质泥岩110580M致密，含植物茎叶化石第三节地质构造1、构造形态巷道掘进区域煤层大致呈一单斜构造,煤层有微波状起伏,煤层东部较高,西部较低，巷道底板标高为10051040M。2、断裂情况根据2煤层辅运大巷、回风大巷掘进过程中揭露的地质资料分析35煤层胶带大巷掘进区域地质构造简单，无大的断裂构造，仅在胶带巷向西掘进96138M处揭露一条岩浆侵入体（火成岩墙），宽为120150M。岩墙走向大致为南北，对煤层、煤质都有一定程度的影响。第四节水文地质1、上覆侏罗系采空区积水情况35煤层上覆110534M为本矿2煤层的1075胶带大巷，再向上312447M为四老沟矿开采的侏罗系大同组143煤层采空区（火区），再向上3237M为侏罗系大同组11煤层采空区。根据2009年煤炭科学研究总院西安研究院提交“塔山煤矿上覆侏罗系煤层采空区积水分布情况探查”的成果报告中的结论侏罗系在该巷对应区域无积水区。2、顶板砂岩裂隙水根据2煤层1075辅运大巷施工的探空孔施工后钻孔壁岩层有岩层裂隙水的实际情况，该巷道掘进过程中，预计最大涌水量为3050M3/H,正常涌水量355M3/H，因此，推测顶板砂岩裂隙水对该巷道掘进有影响。3、奥灰岩溶水1）根据塔山煤矿矿井地质报告“井田内奥灰岩溶水富水性中等，静水压力大，奥灰水水位高出8煤层底板100200M，35煤层底板与8煤层底板相距55137770M，根据主平硐2345施工的奥灰水泄压孔孔口标高1068M（不流水）计算35煤层底板隔水层承受的水头压力在013065MPA，奥灰水在断裂构造发育地段有可能通过导水断层及进入工作面”。2）根据塔山煤矿矿井地质报告“8号煤层底板与奥陶系中统上马家沟组第二段相距44655765M。中部夹11层砂质泥岩、2层泥岩、5层高岭岩、2层（胶结致密）中砂岩、2层（胶结致密）粗砂岩，以及本溪组含水性极弱。该组上、中部为砂岩、砂质泥岩，下部夹有12层铝质泥岩、砂质泥岩，砂岩厚度7801557M，全区发育，是煤系地层与奥灰岩溶水良好的隔水层”。经计算层间距为88101M，突水系数为00120018MPA/M。远小于底板受构造破坏地段突水系数006MPA/M。因此，推测该巷在掘进过程中，不会出现突水现象。附35煤层胶带大巷地质剖面图221附35煤层胶带大巷柱状图232第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置35煤层胶带大巷处在2层胶带大巷的下方，巷道方位为2792509。35煤层胶带大巷东段起始坐标为X4425198414，Y546074689。35煤层胶带大巷东段开口断面为半圆拱，掘进宽度4700MM，起拱线高度1600MM，拱高2350MM，掘进断面面积162M2；净宽度4500MM，净起拱线高度1500MM，净拱高2250MM，净断面面积147M2。喷浆厚度100MM，砼强度为C20，铺底厚度100MM，铺底砼强度为C25。全巷道沿中、腰线掘进，高出辅运巷一巷高。附35煤层胶带大巷支护断面图314第二节支护设计35煤层胶带大巷东段开口段布置规格为178MM8300MM锚索，每排3根，中间锚索延巷道中线布置，锚索间排距离1600MM1600MM；正巷采用锚、网、索、喷支护作为永久支护，临时支护采用掘进机机载式前探支架，如顶板破碎时机载前探支架不能满足临时维护顶板时，必须增设滑移式前探梁配合前探支架进行临时支护。1）临时支护机组掘进临时支护采用掘进机机载式前探支架，长22M，宽22M，最大承重为15T，临时支护最大控顶距为3M。支架利用掘进机液压系统为动力源，当掘进机截割完成后，升起临时支架进行临时支护。临时支护在截割前最小控顶距02M，截割后最大控顶距22M，在没有安装机载临时支护时暂时采用滑移前探梁临时支护。滑移式前探梁临时支护采用4根3寸无缝钢管穿入吊环配合金属网、刹顶木做为临时支护，3寸无缝钢管长5M，六块刹顶木长2500MM，宽200MM，厚40MM。2）永久支护1、按悬吊理论计算锚杆参数1）锚杆长度计算LKHL1L2式中L锚杆长度；L1锚杆锚入稳定岩层深度一般取08米；L2锚杆外露长度取01米，K安全系数取2；H冒落拱高度巷道宽度（47M）/2F岩石普氏系数取4，经计算H取059米。L20590108208米2锚杆株距计算通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。AQ/KHR式中A锚杆间距，Q锚杆锚固力取7吨，R被悬吊岩石容重取3T/M3，K安全系数取2，H冒落拱高度取065米，代入得A146米。根据以上计算，巷道顶部与帮部均选用直径为22MM，长度为30米的无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，顶部锚杆间排距800MM800MM，帮部锚杆间排距800MM800MM，可满足支护要求。锚杆支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过2000MM时及时打注锚杆，全断面挂网。2、按悬吊理论计算锚索参数为了加强锚固体的强度，工作面应采用有预应力的锚索来加强支护，1）用悬吊理论计算锚索长度LL1L2L3式中L锚索总长度，米；L1锚索外露长度，取02米；L2需要悬吊的不稳定岩层厚度取2米；L3锚索锚固长度，LKD1FA/4FC式中K安全系数，取K2；D1锚索钢绞线直径，取178MM；FA钢绞线抗拉强度，合188352N/MM2；FC锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/MM2则L315米。计算得L02216380米2）锚索株距计算通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。AQ/KHR式中A锚索间距，Q锚索锚固力取17吨，R被悬吊岩石容重取25T/M3，K安全系数取2，H冒落拱高度取065米。代入得A2287米根据以上计算，锚索直径178MM，选长度83米，排距16米，可以满足支护要求。按中心线排列，并向左右拱肩各加1根，及断面3根锚索，锚索间排距为16M16M。附临时支护平、剖面图325第三节矿压观测1、观测对象35煤层胶带大巷。2、观测内容巷道顶板离层量。3、顶板离层检测仪的布置施工过程中，选用YHW300本安型围岩位移测定仪，量程0300MM，额定工作电流30MA，报警值50MM，所有仪器必须安设在巷宽的中部或交岔点的中心位置，测定仪的间隔距离一般为100米（顶板破碎时缩小至50米）直至巷道施工完毕。4、YHW300本安型围岩位移测定仪的安装1用28MM的钻头在顶板上打眼，眼的深度与锚索长度相同。2用锚索将深基点锚固器推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器己锚住。3用锚索将浅基点锚固器推至3M深位置，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器已锚住。4将测定仪推入钻孔，同时将钢丝绳从仪器下端向外拉并撑紧，将多余的钢丝绳缠绕到线盘上固定好，并确认套管组件已固定在钻孔中，调正仪器安装结束。并记录下两个刻度尺读数，即为顶板里层指示仪的初始数据。5使用数据采集器采集电子数据或肉眼观察测定仪下方的刻度尺伸出长度来读取数据。6将采集器对准显示窗口（通讯距离应小于3米），用矿灯照射指示窗口一次，测定仪自动将数据发射到采集器。以后肉眼观察测定仪数据时要记录下两个刻度尺读数，再减去上次读取数据就为本次离层数据。5、数据检测及资料整理分析1顶板离层仪距工作面50M以内每天采集或观测1次，50M之外每周采集或观测2次；认真填写记录牌板，牌板内容填写必须工整、清晰、真实，悬挂位置合理并便于观察。2项目部要有围岩位移测定仪监测记录表，数据采集人员上井后要及时填写，并进行分析。第四节支护工艺一、支护材料顶部与帮部均采用22MM3000MM无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，锚杆托板为15015012MM钢托板，采用Z2360树脂药1卷与K2335树脂药1卷锚固；锚索规格为1788300MM，锚索托盘采用30030016MM钢托板，每根用Z2360树脂药2卷与MK2335树脂药1卷锚固。顶、帮部挂网为20001000MM，直径为65MM的金属网，网孔为100100MM；，网片间搭接长度100MM。喷浆材料水泥沙碎石子配比122，水灰比为045，速凝剂掺量为水泥重量的35，水泥选用425号普通硅酸盐水泥，沙为中、粗砂，碎石子粒径为510MM。二、特殊支护顶板完整，无地质变化时，迎头空帮距离不得超过3米。如片帮严重，每班施工前两帮至迎头空帮距离不得超过1米。如顶板破碎，顶板局部冒落时，采取加强支护，补打锚索增加W钢带或缩小锚杆间排距。所有交岔点处根据现场情况进行补打锚索加强支护。三、永久支护的质量要求巷道支护前活矸（煤）、危岩应清除，按偏中线施工，保证顶平、帮直，超挖、欠挖量不超过煤矿安全质量标准化规定。锚杆托板要紧贴岩面，托板安设横平竖直，顶锚杆间排距为800800MM，帮锚杆间排距为800800MM，误差不得超过100MM，锚杆安装角度不小于75，锚杆外露长度3050MM，必须用力矩扳手紧固，预紧力矩不小于120NM。锚杆锚固力顶锚杆抗拔力不得低于50KN，帮锚杆抗拔力不得低于50KN。锚杆在300根以下，取样不少于一组，每组不少于3根进行一次锚杆抗拔力试验。锚索用锚索张拉仪直接张拉预紧，预紧力不小于170KN。锚索间排距为16001600MM，外露长度不大于200MM。网片搭接处必须连好并紧贴岩面，网间搭茬长度为100MM，并用14双股铅丝联网，每扣扭结不得少于3圈，联网间隔为不大于200MM；如遇有局部掉顶或顶板破碎，必须紧贴掉顶部位挂双网（冷拔丝网与菱形网复合网），根据现场情况，缩小锚杆间排距、补打锚索。巷道按中心线掘进方向左侧2350MM，右侧2350MM进行施工，锚网索喷支护巷道净宽允许误差为巷道中线至任一帮距离偏差0100MM；净高允许误差0100MM。喷浆巷道要求混凝土喷射均匀，无裂隙无“穿裙、赤脚”喷浆厚度100MM。在临时支护下逐排打锚杆挂网进行永久支护。35煤层胶带大巷锚网索支护巷道工程质量规定表五名称项目规格允许偏差中心线至左帮距离2350MM0100MM巷道掘进宽度中心线至右帮距离2350MM0100MM巷道掘进高度高度3950MM0100MM起拱线高度起拱线至底板高度1600MM050MM拱高拱高2350MM0100MM顶800MM800MM100MM锚杆间排距帮800MM800MM100MM锚杆外露长度自托盘向外30MM50MM锚杆安装角度7515锚索排距1600MM100MM锚索外露长度200MM网片连接顶网与顶网100MM顶网与帮网100MM四、锚杆安装工艺1、打锚杆（索）眼打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求，必须先进行处理。打眼前要按照由外向里，先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，找掉活矸、危岩，然后挂网，先挂顶网后挂帮网用铅丝扎紧并前移前探梁到位，确认安全后方可作业，按照设计锚杆眼位施工，眼位误差不超过100MM，眼向误差不得大于15。打眼应按由外向里，先顶后帮，顶部先中间后两边的顺序依次进行。2、锚杆安装工艺安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操作人员站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。然后把树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆孔内顶住锚固剂，外头套上锚杆托盘及螺母，用锚杆搅拌器卡住螺帽，开动锚杆机（手持式风动钻机），使锚杆旋入树脂锚固剂进行搅拌，最后锚到设计深度，方可撤去锚杆机（手持式风动钻机）。搅拌时采用快搅慢进方式，搅拌旋转2030S后，施加预紧力破帽并上紧螺帽，预紧力矩不小于120NM，锚杆托板压紧网片紧贴岩面。3、锚索安装工艺安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，不合格的或破损的禁止使用。两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底，不能用力过猛，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚索下端装上专用的搅拌注头，一人扶住锚杆机、一人操作，边推进边搅拌，搅拌时间控制在20S30S，确保搅拌均匀。停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约30S，然后收回锚杆机。上托盘、锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后压动液压泵进行张拉，达到设计预紧力迅速换向回程。卸下千斤顶时要用手托住，以免坠落伤人，千斤顶正下方严禁有人。在上索具时，锚索张拉仪压力表示数40MPA，锚索预应力不小于150KN。五、临时支护的施工工艺机载前探支架支护工艺掘进机完成截、割、装煤作业后，应将截割头放下，停机断电闭锁。检查支护装置各部位零件及管路，在保证完好状态下。由施工人员在已支护好的顶板下站在机组上将新网与已支护好的最后一片网联在一起，左右两片都联好撤出所有人员后给掘进机送电启动，操作二位三通阀，使液压油切换到支护装置管路。司机操作支护装置的支撑缸和折叠缸液压控制阀手柄，使主架和顶架由折合状态慢慢平稳打开，达到适应巷道顶板的坡度和位置时松开两操作手柄；操作主架的升降缸操作阀手柄使主架升起达到巷道顶板高度，使网片同顶板吻合，然后在掘进机机载临时支护下进行永久支护。永久支护完成后，确认锚固无误后，开始收回支架，先把主架下降到最低位置，然后折合顶架，直到顶架全部落到掘进机上为止，完成一次完整的支护工作。如顶板破碎时机载前探支架不能满足临时维护顶板时，必须增设滑移式前探梁配合前探支架进行临时支护安装前探梁时，先将吊环安装在迎头前三排锚杆上，必须上满丝每根前探梁安装三个吊环，后将前探梁穿过吊环顶住煤壁，之后交错安设刹顶木并用木楔刹实。为防止前探梁下滑伤人每根前探梁加一根长300MM防滑链，挂在顶网上。安装前探梁人员不少于3人，1人观察顶板并协调指挥、2人安装前探梁上刹顶木。六、混凝土喷浆工艺1、准备工作（1）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求。（2）清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。（3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试用转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。（4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自上而下进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0810M为宜。喷射混凝土配比为水泥沙碎石子122，水灰比为045，速凝剂掺量为水泥重量的35，并且在上料口均匀加入。水泥选用425普通硅酸盐水泥，沙为中、粗砂，碎石子粒径为510。人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为04MPA，水压应比风压高01MPA左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0405之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度5070MM，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2H。否则，应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过15，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30。第四章施工工艺第一节施工方法35煤层胶带大巷自30501回风顺槽距35煤层辅助运输大巷中心线4366M处，巷道中心线与30501回风顺槽中心线交点坐标为X4425198787，Y546072437，掘进采用EBZ200型综掘机沿巷道中、腰线掘进，高于辅运巷一巷高，与主平硐皮带机尾贯通，按方位角2792509及给定的中线向前掘进。在30501回风顺槽架设溜子，开口期间采用铲车装运溜子进行出煤，溜子由30501回风顺槽进入35煤层辅助运输大巷的卧底溜子，卧底溜子与辅运大巷的皮带相连出煤。掘进20M后胶带大巷内铺设溜子，掘进80M后改溜子为皮带，胶带大巷皮带搭设至辅运巷出煤系统进行出煤。每班施工前班队长及机组司机必须认真检查巷道中、腰线。附35煤层胶带大巷平面布置图416第二节凿煤（岩）方式35煤层胶带大巷采用EBZ200型综掘机落煤，循环进尺3米，临时支护最大控顶距32米。多工序平行、交叉作业的施工方法。若顶板破碎或压力较大时循环进尺降为10M。综掘机截割方式工程质量及设备检查完好后，起动综掘机开至迎头施工地点，首先在巷道起拱线进刀切割，切割头完全进入后向右侧匀速平移，然后呈倒S型切割破煤，使拱内煤下落，待得支护工完成顶部支护后综掘机在巷道帮底由下往上从左至右破煤最终达到设计断面尺寸。附综掘机截割示意图427第三节装载与运输1、装煤、运煤施工35煤层胶带大巷东段开口时，EBZ200综掘机落煤，由机组铲板星轮自行装煤，通过一运刮板机运到机组后方，再由铲车装煤到30501回风顺槽溜子，再通过回风顺槽溜子到35煤层辅助运输大巷卧底溜子，最后由辅运巷卧底溜子运煤至辅运巷皮带，最后通过主平硐出井。开口完成后掘进过程中，由铲车装煤改为二运皮带运煤到30501回风顺槽溜子。2、材料及设备运输由无轨胶轮车从主平硐至35煤层辅助运输大巷，再到30501回风顺槽，最后运送材料到工作面。3、人员运输乘坐无轨胶轮车至35胶带大巷，步行到工作面。4、严格按照项目部制定的塔山项目部胶轮车管理制度及矿矿用隔爆无轨胶轮车运输物料出入掘进工作面安全技术措施执行。第四节管线敷设在掘进施工中敷设永久管线，要求吊挂牢固整齐。永久管路及缆线按照“沿顶、靠帮、分段取平”的原则进行吊挂，高度不得低于05M。永久管路距迎头不得超过20M，永久电缆钩距迎头不超过15M。一、电缆吊挂1、35煤层胶带大巷电缆沿掘进方向布置在巷道右侧，采用2强3弱型电缆钩吊挂，电缆钩距巷道中心线2200MM。各类线缆必须悬挂在电缆钩上，按电压等级排列高压在下，低压在上依次吊挂，且所有电缆吊挂不得有缠绕现象。2、电缆钩挂在延巷道掘进方向的右侧，距帮50MM。电缆钩间距1000MM。二、管路布置1、35煤层胶带大巷布置59MM消防洒水管一趟、108MM压风管一趟，108MM排水管一趟，自上向下分别为压风管（黄色）、消防洒水管（绿色），排水管（蓝色），管路间距为50MM。2、管路沿掘进方向布置在巷道右侧，管路使用DN50/2寸快速接头连接，采用三联管箍固定使用专用吊挂锚杆吊挂在巷道右帮上，吊挂锚杆规格为20MM1000MM普通螺纹钢锚杆，配合一支MSZ2360树脂药，距帮150MM，间距6000MM。需接降尘喷雾时沿巷道顶板采用内径不小于10MM的高压胶管将阀门引至行人侧控制喷雾降尘，且阀门距底板不超过1500MM。需接管路排水时沿巷道顶板采用内径不小于51MM的高压胶管接到水泵上进行排水。三、风筒布置掘进期间风筒沿掘进方向布置在巷道左侧，风筒中心线距巷道中心线距离1450MM，做到逢环必挂，要求风筒出风口距迎头不超过10M。第五节设备及工具配备情况表设备及工具配备表表六序号设备工具名称型号规格单位数量备注1掘进机EBZ20012胶带输送机SSJ80013刮板输送机SGB640/40T14通风机FBD237KW/FBD237KW45水泵潜水泵66锚杆机MYT12037气动钻机ZQS50/1638开关QBZ69照明综保ZBZ40210电话311张拉千斤顶MM30112探水钻机ZDY1900L113铁锹把814大锤把215吊链个116专用工具套217铁镐把218锚杆测力计ML20个119激光指向仪YHJ800个120力矩扳手MCI3掘进机总体技术参数表表七机械名称单位参数机械名称单位参数掘进机321掘进断面形状任意切割电机200/110经济切割煤岩硬度MPA60油泵电机110爬坡能力度18装运电机KW11最大定位截割断面32高度18供电电压V660/1140长度106供水水压MPA153宽度36液压系统额定压力MPA16最大掘进高度51截割头最大直径1050最大掘进宽度65截割头最大截深MM1000最大卧底量03掘进机重量T58铲板宽度M36管线敷设方式表表八序号名称规格型号单位吊挂方式与工作面间距1风筒800MM节逢环必挂不大于10M2水管1086000根悬吊不小于20M3排水管1086000根悬吊不小于20M4压风管1086000根悬吊不小于20M5电缆70MM2M悬吊不小于15M6电缆50MM2M悬吊不小于15M7电话线08MM2M悬吊与电缆车同步8监测线075MM2M悬吊不小于15M9信号线15MM2M悬吊不小于15M附设备布置示意图458第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织1、劳动组织采用“二九一六”制作业方式。中、夜班为生产班作业时间9小时，早班为检修班作业时间6小时。表九出勤人数工种在册人数检修班生产一班生产二班生产三班出勤人数综掘司机602226支护工27099927皮带司机602226清煤工220002综掘/机电检修工201711120集中运料工220002打钻工330003跟班队长411114班长411114跟班管理人员411114合计7827171717782、严格执行交接班制度（1）各班上岗干部、跟班队长、特殊工种必须执行交接班制度。（2）每个生产班必须由跟班队长统一带领，做到集体排队入井、集体收工、集体出井。（3）本班内能够处理的问题必须在交接前解决。（4）每次交接班前必须将当班安全生产情况、设备运转情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，及接班后注意事项交接清楚。（5）当工作面出现影响生产的新情况、新变化要向值班人员如实汇报，以便及时调整作业计划提高工作效率。（6）完成作业任务收工时将工具和设备整齐放置到指定地点，做到文明标准化生产。（7）交接班后由上岗干部和班组长带领当班全部作业人员按规定沿入井时的线路安全出井。第二节循环作业工作面循环进尺为30米,每班计划完成3个循环,为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附正规循环作业图表表十第三节主要技术经济指标技术经济指标表表十一序号项目单位指标备注1树脂药消耗量卷/M4312锚杆消耗量根/M18753锚索消耗量根/M1884钢丝网耗量M2/M12385金刚石钻头耗量个/M536循环进尺M307每日计划循环数个68正规循环率959计划日进尺M1810日出勤人数人78第六章生产系统第一节通风系统35煤层胶带大巷掘进工作面需风量计算1按CH4涌出量计算Q掘100Q瓦掘K掘瓦1000122024M3/MINQ瓦掘2011年度瓦斯等级鉴定掘进巷道平均瓦斯绝对涌出量为012M3/MIN。2按工作人员人数计算Q掘4N掘432128M3/MIN3按风速验算Q掘掘进中的煤巷最低风速60S掘Q掘60025S掘60025155123265M3/MINQ掘掘进中的煤巷最高风速60S掘Q掘460S掘460155137224M3/MIN因此该掘进工作面需风量不得小于23265M3/MIN，在掘进过程中根据瓦斯涌出量的变化情况可适当调整掘进需风量，以满足安全生产要求。2、风筒的选择根据相邻巷道经经验估算风量可选择风筒直径为800MM的柔性风筒，风筒接法采用单反压边接法，接头外部用快速接头箍紧。二、局部通风机选型、风量验算根据风筒技术参数要求及邻近掘进巷道经验，当掘进巷道长度为606米时，百米漏风率取3根据P漏100（Q扇Q有效）/（Q扇L）100得Q扇37816M3/MIN63M3/S局扇工作风压计算根据阻力定律，局扇的工作风压为H扇RQ2由于风筒漏风，风筒内的风量应取风筒始、末端风量的平均值。即Q均Q扇Q则H扇RQ扇Q555155163404217118PA根据FBD系列局部通风机个体特性曲线可以选取FBDYNO63/237型对旋轴流式局部通风机为了确保局扇与回风口之间的巷道不发生瓦斯超限及局扇不发生循环风掘进巷道全负压供风量为Q掘Q机吸15SII式中Q掘掘进工作面供风量M3/MINQ机吸局扇吸风量M3/MIN（局扇为FBDYNO63/237型对旋轴流式局部通风机，该局扇风量范围为630260M3/MIN,故取Q机吸580M3/MIN）15SM3/MIN为局部通风机吸风口至掘进工作面回风之间的供风量,以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停止，造成瓦斯积聚。则Q掘58015S1（580151716）18374M3/MIN根据风量计算结果，采用FBDYNO63型号,237KW功率对旋风机一台、备用一台，接一趟800胶质抗静电、阻燃风筒向施工迎头进行压入式供风即可满足要求。三、局部通风机安装地点选择局部通风机安设在30501回风顺槽与35煤层辅助运输大巷交叉点向东2030M位置，风机并排悬吊在顶板上，距地面高度2000MM，启动装置摆放在巷道南侧专用开关架上，风机吸风口10M范围内无任何易被吸入的杂物。新鲜风流主平硐通风联络巷35层辅助运输大巷局扇风筒迎头。副平硐35层辅助运输大巷局扇风筒迎头。乏风流迎头35层胶带大巷30501回风顺槽35煤层回风措施巷2层回风大巷回风斜井地面。附通风系统图619第二节压风系统本掘进工作面采用地面压风系统给工作面供风。主要用于巷道支护动力、积水排放动力及压风自救提供风源。压风由副斜井两台AED132A型空压机压入，从副斜井通过159管路送到辅运大巷，再由108管路送到35煤层回风大巷，由35煤层回风措施巷进入30501回风顺槽，最终进入35煤层胶带大巷的工作面。压风管路每隔50米安装一个10860异径三通及60截止阀门，每隔200米安装一个108截止阀门。压风流副井空压机房副斜井1075辅运石门35煤层回风大巷35煤层回风措施巷35煤层胶带大巷附压风系统图6210第三节压风自救系统35煤层胶带大巷掘进每前进500M设置二台型号为ZYJ压风自救装置，在距迎头2540M的位置安装三台，自救袋数量为15个；距皮带机头5M位置安装一组，自救装置数量为5个。压风自救系统的管路安装规格为压风自救主管路进入掘进工作面为108MM，压风自救分管路为51MM和19MM；压风自救装置要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，压风自救装置安装间距不得小于05M，不得存在无气、漏气现象，人行道宽度要保持在08M以上，管路安装高度按距底板1516M，便于现场人员自救使用。安装压风自救装置时，不少于一处固定，供气压力为0307MPA压风自救装置上的煤尘要及时清理，经常保持清洁管路敷设要牢固平直，并实行挂牌管理。附压风自救系统图6311第四节防尘系统防尘供水水源来自地面静压水池，工作面供水管直径为108MM，保证水质清洁，水中悬浮物含量不超过150/L，粒径不大于03MM。各转载点喷雾与防尘阀门安装齐全，并正常使用，及时清理巷道中浮煤。距迎头30M范围内安设2道净化水幕，割煤时正常开启，水压不小于4MPA。防尘供水系统地面静压水池主平硐辅运联巷副平硐3联络巷35层辅助运输大巷30501回风顺槽35煤层胶带大巷喷雾、净化水幕、冲尘管路。附防尘系统图6412第五节防灭火系统1、防灭火供水系统地面静压水池主平硐辅运联巷副平硐3联络巷35层辅助运输大巷30501回风顺槽35煤层胶带大巷。2、巷道施工期间严防冒顶，如遇特殊段或高冒区，应及时进行接顶、喷浆封闭。3、供水管路采用108MM焊管并必须保证管内有水，管路每隔50米安装一个10860异径三通及60截止阀门，每隔200米安装一个可以控制水管开停的108截止阀门。4、皮带机头材料库房必须配备灭火器材02M沙箱，2个灭火器，消防锨1张，消防斧1把，消防钩1个，所有消防材料必须上架管理。5、施工人员应熟记火灾避灾路线，巷道内标识火灾避灾路线，熟悉自救器的使用方法。第六节安全监测监控系统1、为保证安全监控仪器设备正常运行。安全监控设备必须定期进行调试，校正。每周至少1次，甲烷传感器和一氧化碳传感器每10天必须对甲烷超限断电和故障断电功能进行一次测试。2、井下安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间现场瓦斯检查员必须加强巡回检查，填写故障登记表。3、井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，非专业操作人员严禁使用，必须爱护施工设施并在每班出井时清理各类传感器，如有损坏应及时向信息中心汇报。4、班组长以上管理人员及特殊工种作业人员入井必须携带便携式甲烷检测报警仪上岗作业。5、瓦斯传感器型号为KG9701A型传感器。一氧化碳传感器型号为GTH500B型传感器。一、安全监控系统要求1、根据煤矿安全规程的要求，必须装备矿井安全监控系统。2、监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能，同时具备故障闭锁功能，在发生甲烷超限或故障时，能够切断设备监控区域的全部非本质安全型电器设备的电源并闭锁。3、监控系统必须实时监控全部掘进工作面甲烷浓度变化、环境变化及被控设备的通、断电状态。4、安全监控设备的电源箱应设在新鲜风流中并可靠接地。供电电源必须接在被控设备的电源侧，严禁接在被控设备的负荷侧。5、监控设备之间必须使用专用电缆连接，使用电缆扎带进行绑扎，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。6、信号传输电缆应与动力电缆分挂在巷道两侧，如条件受限，应敷设在动力电缆上方01M以上的地方，与其他信号电缆之间的距离不小于50MM。电缆上严禁悬挂任何物件。7、当电网停电后，系统必须保证正常工作时间不小于2小时。8、安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。9、瓦斯传感器及一氧化碳传感器必须7天进行调试、校正。当传感器的显示误差超过允许误差时，必须由专业安全仪器监测工进行调校，除专业安全仪器监测工外，任何人不得擅自修改监控设备的数值。10、通风区负责安全监控系统的测试，项目部负责维护以及随掘随向前移探头。当安全监控设备发生故障时，必须及时通知通风区，由通风区人员处理。故障期间必须制定相应的安全措施。11、根据矿通防管理制度汇编的要求，掘进工作面配电点形成时，必须提前3天通知通风区，准备装配安全监控系统。二、各类传感器的安设位置在35煤层胶带大巷迎头5米风筒对侧（距顶不大于300MM,距帮不小于200MM）悬挂甲烷传感器T1（其报警浓度为08，断电浓度为12，复电浓度为08）；掘进机机载甲烷传感器T掘（其报警浓度为08，断电浓度为12，复电浓度为08）；在35煤层胶带大巷西段开口处向里1015米处悬挂一个甲烷传感器T2（其报警浓度为08，断电浓度为08，复电浓度为08），断电范围巷道内全部非本质安全型电气设备。在迎头向后第二节风筒上安装风筒传感器，当风机停风时断电，断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。35煤层胶带大巷使用1部带式输送机，在带式输送机滚筒下风侧10M15M处设置一氧化碳传感器（报警浓度为00024）和烟雾传感器。一氧化碳、烟雾传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距帮不得小于200MM，并应安装维护方便，不影响行人和行车。瓦斯监控表表十二监控探头T掘掘进机T1掘进工作面T2距回风绕道口1015MCO（皮带机头下风侧1015M）报警浓度08080824PPM断电浓度121208复电浓度080808断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备附监测监控系统图6613第七节供电系统一、供电方案为了确保该巷供电末端供电电压质量和抑制供电未端出现供电超长，该胶带大巷供电方式为1局扇供电方式从主平硐机尾配电点局扇专用、主、备用电源取066KV电源，供给35胶带大巷局扇。2动力设备供电方式从中央变电所引一路高压电源（10KV）,设置配电点，放置一台PBG50型高压开关、一台KBSGZYT50010/114型移动变电站，输出两路低压电源，分别向EBZ200型掘进机和一部皮带机、水泵和照明供电。3、工作面供电设备，都实行“风电闭锁及瓦电闭锁”控制。当工作面瓦斯超限或风机停风时，工作面的所有非本质安全型电气设备断电。三、负荷统计1、动力负荷统计表表十三设备名称额定功率/KW额定电压/KV额定电流/A数量计算负荷/KW综掘机截割电机2001141071160油泵电机11011450175二运电机110667111皮带机240066462220皮带张紧车750669215水泵750669860加权平均功率因数COSWMM085总计功率/KW5412、风机负荷统计表十四设备名称额定功率/KW额定电压/KV额定电流/A数量计算负荷/KW局扇23706935260四、该工作面所需电气设备见下表根据额定电压、额定电流及使用环境选择隔爆型磁力启动器、低压馈电开关如下表表十五序号名称型号负荷名称数量1低压馈电开关BKD16400Z（1140）综掘机12低压馈电开关BKD16200Z（660）一部皮带、水泵13低压馈电开关BKD16200Z（660）二部皮带、水泵14低压馈电开关BKD16200Z（660）局扇25低压真空磁力启动器QJZ200皮带开关26低压真空磁力启动器QBZ80N张紧绞车开关27低压真空磁力启动器QBZ30水泵开关88照明综保ZBZ100M一、二部皮带机头照明29局扇自动切换开关QBZ1202SF局扇1五、该工作面开关整定表十六整定值序号负荷名称开关类型额定容量短路（A）过流（A）1综掘机低压馈电开关246KW7001652一部皮带、水泵低压馈电开关140KW464943二部皮带、水泵低压馈电开关140KW464944局扇低压馈电开关60KW24570附供电系统示意图6714第八节供水、排水系统一、供水所需静压水由地面静压水池通过静压水管输送到井下，再通过108MM水管供给工作面。供水管路采用108MM无缝钢管并必须保证管内有水，管路每隔50米安装一个108异径三通及60截止阀门，每隔200米安装一个可以控制水管开停的108截止阀门。供水系统地面静压水池主平硐辅运联巷副平硐3联络巷35层辅助运输大巷30501回风顺槽35煤层胶带大巷。二、排水1、涌水量地测部提供，35煤层胶带大巷东段工作面预计最大涌水量为8M3/H，正常涌水量为3M3/H。2、地质测绘根据地测部提供35煤层胶带大巷掘进地质说明书工作面煤层底板标高为103521045M，平均10401M。最长排水距离为520M。3、排水方案排水路线35煤层胶带大巷30501回风顺槽35煤层辅运大巷35层主水仓管子道35辅运联巷主平硐地面。4、最终排水计算1）排水高度H110352104598M2）管道损失H252000152M最大扬程H983）管道计算按经济流速22M2/S计算，即DQ/4V36000036M4）管壁厚度05D204P/213PC02CM式中P管内流体的静压，P011HG0111055116KG/CM2C余量系数，取02CM；2许应力，无缝钢管取800KG/CM25水泵及管路选型1）根据煤矿安全规程要求，排水能力选择如下正常涌水量3M3/H；24H通水量为24372M3/H；则选用水泵的流量需满足Q72/89M3/H，扬程H3195M。查表可选用排沙泵BQW205075/N，流量20M3/H，扬程50M，配套电机功率75KW，电压1140V，及QYW2570N型风泵，流量25M3/H，扬程70M，可满足要求。2）管道根据管径计算，选108管子一路，采用快速卡子连接，吊挂在巷道右帮。管路在巷道低洼处安装10860异径三通及60逆止阀，每隔200米安装一个108闸阀方便控制巷道排水。附供水、排水系统示意图6815第九节供水自救系统35煤层胶带大巷掘进设置两台型号为ZSJ的供水自救装置，自开口在距迎头2540M的位置安装一台，出水口数量为6个，距皮带机头5M位置安装一台，出水口数量为6个。所有供水管路三通阀门必须齐全、开停手把灵活。供水自救装置与压风自救装置间距不得小于05M，管路阀门方向必须一致；供水系统中的水管、三通、阀门等设备的耐压不小于工作压力的15倍。供水点前后2米范围内无材料堆放，无杂物、无积水现象，宜设置排水沟引入巷道就近水仓。供水管路中的水必须定期进行排放水，保持饮水质量。每周检查阀门是否灵活、流速是否达到要求、供水管路是否有跑、冒、滴、漏等现象，并实行挂牌管理。附供水自救系统示意图6916第十节运输系统一、出煤系统35煤层胶带大巷工作面30501回风顺槽35层辅助运