1403辅运顺槽掘进作业规程

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1403工作面辅运顺槽。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成1403工作面生产系统，满足工作面的通风、行人、运输、供水及管线敷设的需要。三、巷道设计长度、坡度、服务年限巷道长度直巷长度为1330M，联巷长度179153M。坡度巷道沿42煤层底板布置在煤层中。服务年限25年。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2014年6月01日开工，预计2014年9月15日竣工，施工期,35个月。第二节编写依据1、淖尔壕煤矿初步设计安全专篇说明书。2、施工设计平、剖、断面图纸。3、煤矿井巷工程施工规范（GB505112010）。4、煤矿井巷工程质量验收规范（GB502132010）。5、煤矿井巷工程质量验收评定标准（MT500994）。6、煤矿安全规程2011版。7、其他有关煤矿安全开采法律法规。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开采情况地面相对位置及邻近开采情况表水平名称第一水平巷道名称1403工作面运输顺槽地面标高（M）1279612830巷道标高（M）1147811740地面相对位置地面位于工业广场以东450M处。地面地形较为平缓，多为平坦沙地及波状沙丘。大面积黄土覆盖，局部发育小型宽缓沟谷，无河流迳，无主要建筑物。井下相对位置及掘进巷道影响工作面北部为矿井开拓巷道回风大巷、运输大巷、辅运大巷无影响。上部无采空区；下部无可采煤层，对掘进巷道无影响。邻近开采情况对掘进巷道的影响工作面以东为1402工作面，以西为实炭区，工作面停掘线以南为赛蒙特尔煤矿开拓大巷保护煤柱，施工中不受邻近开采影响。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、硬度系数该巷道在侏罗系中下统延安组（J12Y）42煤层及其顶底板中施工。煤呈黑色，条痕为褐黑色，沥青光泽，参差状、棱角状断口，内生裂隙较发育，常为黄铁矿及方解石薄膜充填。条带状结构，层状构造。全井田发育且可采。煤层自然厚度220452M，平均366M。可采厚度220452M，平均366M。厚度变化不大，总体由北东向南西增厚，厚度变异系数12。煤层结构简单、沉积稳定，不含夹矸。该巷道范围内的煤层顶底板岩性、厚度、结构、硬度系数详见附表。42煤层顶底板岩性特征表顶底板名称岩石名称最大厚度最小厚度/平均厚度（M）岩层普氏硬度系数F岩性特征直接顶细粉砂岩34425615420056灰白色细粒砂岩、粉砂岩，深灰色砂质泥岩、泥岩为主。夹灰白色粗粒砂岩。直接底粉细砂岩互层20953624270537浅灰色灰白色，以细砂岩为主，夹有粉砂岩薄层，水平波状层理发育，含少量植物化石。老底中粒砂岩10903600226479深灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩，灰色粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩。二、工业分析本区煤变质程度低，镜煤最大反射率（RMAX）在0420605376之间，变质阶段为烟煤阶段。1、水分（MAD）为低中水分煤。平均值774。2、灰分（AD）原煤灰分为特低灰煤。3181472，平均615。3、挥发分（VDAF）浮煤挥发分32974024，平均3657。4、发热量（Q）26532998MJ/KG，平均2923MJ/KG。三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数瓦斯据钻孔瓦斯测定成果，42煤层甲烷含量均在000004ML/G燃之间。自然瓦斯成分中甲烷含量在000189之间，瓦斯分带为二氧化碳氮气带，属瓦斯风化带。钻孔瓦斯测试成果见表。钻孔瓦斯测试成果表瓦斯含量（ML/G燃）自然瓦斯成分（）煤层CH4CO2C2C6CH4CO2N2C2C6瓦斯分带420000040015003033012500018906951442141874578599669906250002二氧化碳氮气带煤尘煤尘爆炸的影响因素很多，但最主要是煤的挥发分，煤中挥发分越高，引起煤尘爆炸的可能性越大。据H09、H13号钻孔42煤层试验结果当火焰长度400MM时，抑止煤尘爆炸最低岩粉量为6575，因此42煤尘有爆炸性。煤的自燃性井田内各可采煤层变质程度低，挥发分较高，且含有黄铁矿结核或薄膜，为煤层自燃提供了有利条件。据准格尔召新庙详查报告，各煤层自然倾向等级为易自燃很易自燃，本次勘查煤芯样自燃趋势试验结果，各煤层原煤样着火温度（T）在280293之间，氧化样着火温度（T0）在269279之间，TT0值在614之间，因此42煤层有自燃倾向。地温根据H03号钻孔井温测量成果，从40M到60M地温明显下降，60M到80M地温基本稳定，略有上升，因此恒温带深度应为80M，平均地温为1145。从80M开始一直到150M，地温持续上升，因此80M以下为地温增温带，测温终点150M的平均地温为1305，与增温带起始点80M处平均地温差值为160，深度差值为70M，经计算得地温梯度为23，小于3。因此本区属于地温正常区。附图1403工作面辅运顺槽煤岩层综合柱状图（1500）第三节地质构造工作面位于井田的西南部，其构造形态与区域含煤地层构造形态一致，总体为一向南西倾斜的单斜构造，地层产状平缓，倾向200260，地层倾角小于5。根据1402运输顺槽揭露地层构造情况，工作面构造简单、无断层，区内无岩浆岩侵入。第四节水文地质该区域水文地质条件较简单，影响掘进的含水层主要为42煤层顶底板砂岩含水层。42煤层顶板砂岩含水层属于补给条件差，富水性弱的裂隙承压直接充水含水层，该含水层厚度大，裂隙不发育，一般以静储量为主，分布不均一。42煤层顶板砂岩含水层主要指煤层直接顶细、中粒砂岩，该砂岩灰白色，厚层状，层厚34425615M,平均4200M，以石英、长石为主，富水性弱，是开采42煤层的直接充水含水层。巷道正常涌水量根据矿区水文地质边界条件及充水因素，选用稳定流大井法预算矿坑涌水量0LG2361RRMHKQ式中Q预测的矿坑涌水量（M3/D）；K渗透系数（M/D），利用H03、H10号钻孔抽水试验资料；H水柱高度（M），为H03、H10号钻孔地下水位标高与矿坑最低开采水平标高之差；M含水层厚度（M），利用H03、H10号钻孔含水层厚度；RO引用影响半径，RORRO（M）；R矿坑排水影响半径（M），取经验数值；RO引用半径（M），RO；FF井田面积（M2）。总之，上述水文地质参数依据H03、H10号钻孔抽水试验资料、相关公式及经验数值而确定。详见表。矿坑涌水量预算参数表预算范围KM/DHMMMRMROMR0MF（M2）首采区00276141622006600152221227280000全矿区002761416220066002860346025695000预计1403工作面辅运顺槽正常涌水量为10M3/H，最大涌水量为15M3/H。掘进过程中，在巷道低洼区域安设水泵及其配套设施安设水泵排水量不得低于15M3/H，并及时清理水沟，保证水沟排水通畅，以便及时将巷道积水排出,确保安全生产。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置1403工作面辅运顺槽自1403运输顺槽巷道内一联巷位置开口，首先按设计方位角为2703059，掘进一联巷23M后，调线按方位角1803403掘进辅运顺槽，掘至1330M至设计停掘位置。（巷道开口位置及方位角以地测站标注为准）二、工程量1403辅运顺槽长度为1330M，联巷长度为179153M。附图1403工作面辅运顺槽平面布置图（12000）第二节巷道断面设计一、巷道断面形状及规格1403工作面辅运顺槽巷道断面为矩形状，规格为B掘5400MM，B净5400MM；H掘3750MM，H净3500MM；S掘2025M2，S净1890M2。水沟布置在巷道的右帮（临时水沟）。1403工作面辅运顺槽联巷巷道断面为矩形状，规格为B掘5000MM，B净5000MM；H掘3650MM，H净3400MM；S掘1825M2，S净170M2。水沟布置在巷道的右帮（临时水沟）。二、管线布置1、在巷道北帮自底板起09M以上按间距300MM安设三条管路，其中一路DN50供水，一路DN108供风，一路DN108排水。2、在巷道左帮距离巷道底板19M以上吊挂向掘进机供电的动力电缆及通讯、信号、监测电缆。高、低压电力电缆之间的距离应大于01M。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50MM。3、风筒吊挂在巷道右帮，与顶板间距保持在200400MM。三、行人安全间隙验算胶带输送机安设在巷道掘进方向的左侧，人行道布置在右侧，行人安全间隙计算ABPPY式中B巷道净宽度，5400MM；P胶带输送机宽度，1200MM；PY运输机与巷帮的距离，500MM；A行人安全间隙。根据以上数据及规程规定验算人行道的安全间隙A540012005003700MM1000MM。通过计算可知，该巷道行人安全间隙为3700MM，满足煤矿安全规程规定的“综合机械化采煤矿井必须留有宽1M以上的人行道”的要求。第三节巷道支护设计一、工作面切眼巷道采用锚网索支护，局部破碎地段或断面较大的交岔点视围岩条件加强支护强度。巷道断面及支护形式如下1、矩形断面，辅运顺槽巷道净宽54M，掘进宽54M，净高35M，掘进高375M，净断面积189，掘进断面积2025M2。联巷巷道净宽50M，掘进宽50M，净高34M，掘进高365M，净断面积170M2，掘进断面积1825M2。2、巷道采用锚网索支护，锚杆间排距0808M，每排锚杆7根，顶板7根，顶板距工作面侧300MM不进行锚网支护，两帮不支护锚杆。锚杆采用161800MM螺纹钢配用K2335、Z2335树脂锚固剂各一支，锚杆铁托板100100MM，厚度6MM。顶板钢网采用65MM钢筋焊接而成，钢网规格10002500MM，网格规格100100MM，钢网紧贴岩面、压茬搭接，搭接长度100MM。3、打注锚索增大支护强度。锚索线采用1524MM的钢绞线，锚索线长度6300MM，锚索线锚入顶板硬岩深度不小于10M，间距20002500MM，三花布置。锚索铁托板300300MM，厚10MM，中部穿1个18MM的孔，锚索盘必须紧贴顶板岩面并用油顶顶紧。锚索线外露长度200300MM，每条锚索线配用K2335树脂锚固剂两支、Z2335树脂锚固剂一支。4、工作面若遇特殊地质构造时，如底鼓、压梁、破碎带、断层，根据现场实际情况缩小锚杆、锚索的间排距，加强巷道支护密度，必要时采用钢棚支护。过特殊地质构造期间，严格控制好空顶距离，空顶距离不得超过2排锚杆距离，够支护排距及时打注锚杆（索）进行永久支护。二、锚网索支护工程验收规范（GB502132010）1、锚杆的杆体、锚索的钢绞线及配件的材质、品种、规格、强度必须符合设计要求。2、树脂卷锚固材料的材质、规格、性能必须符合设计要求。3、锚杆、锚索安装应牢固，托板密贴壁面、不松动。锚杆的扭矩不得小于100NM（初次50NM）。4、锚杆的抗拔力（50KN）、锚索的涨紧力（98KN）最低值不得小于设计值的90。5、锚杆、锚索的间、排距的允许偏差应为100MM。6、锚杆（索）孔的深度允许偏差应为050MM。7、锚杆（索）孔的方向与井巷的轮廓线的角度或与层理面、节理面、裂隙面夹角不应小于75。8、锚杆外露长度3050MM，不大于50MM，锚索外露长度200300MM。9、网片的材质、规格符合设计要求。网片与网片应压接牢固，网片搭接处打设锚杆，网片搭接长度100MM。10、井巷工程净断面规格的允许偏差应符合下列规定。井巷工程净断面规格尺寸允许偏差序号项目允许偏差MM主要巷道0150中线至任一帮距离一般巷道50150净宽无中线测全宽一般巷道50200主要巷道01501斜井平硐巷道净高腰线至顶、底板距离一般巷道50150无腰线测全高一般巷道50200机电硐室0100净宽中线至任一帮距离非机电硐室20150机电硐室301002硐室净高腰线至顶、底板距离非机电硐室30150辅运顺槽断面图3巷道断面特征表F硬度系数普氏岩石M支护厚度540净宽189净断面积1830净周长M掘进尺寸205M掘进240宽M3750高875根锚杆数量每米巷道工程量及材料消耗量表巷道计算掘进体积墙脚M3料消耗3M喷射材2粉刷M铺底水沟335054080树脂锚杆L20M间排距8铁托板1，厚6挂金属网规格65M10M0钢筋网片锚索1524630M间距0三花布置比例15025020515808080808033联巷断面图3巷道断面特征表F硬度系数普氏岩石M支护厚度50M净宽170净断面积1730净周长M掘进尺寸1825M掘进250宽M3650高875根锚杆数量每米巷道工程量及材料消耗量表巷道计算掘进体积墙脚M3料消耗3M喷射材2M粉刷M铺底水沟M334054080树脂锚杆L20M间排距8080铁托板1M，厚6M挂金属网规格65M10M10M钢筋网片锚索1524630M间距200三花布置比例150250182512580808080801010308080808080803020802502501010250临时支护平面图（最小控顶距）150临时支护平面图（最大控顶距）150木点柱第四节巷道支护工艺巷道支护工艺作为掘进工艺中的一个工序必须与其它工序相互协调，以提高进尺。掘进工艺流程掘进机截割煤体（1个循环）掘进机退机、停电临时支护永久支护（打锚杆眼注锚杆压网、安盘帽紧固锚杆）检测锚杆安设质量（合格）拆除临时支护掘进机截割煤体。掘进机单循环进尺为6M，工作面最大控顶距为6M，最小控顶距2M。临时支护采用支设圆木的方法，临时支护必须及时。锚索支护拖后工作面距离不得超过50M。一、临时支护施工工艺1、工艺流程敲帮问顶支设临时支护。2、敲帮问顶由班组长和一名有经验的老工人操作，一人监护、一人由外向里用不小于25M的长柄工具“敲帮问顶”，摘除活石，检查紧固锚杆。3、顶板安设网片根据掘进工作面控顶距离，现场施工人员在后部永久支护掩护下，人员在后部面向掘进工作面手持网片，将其从临时支护的一侧穿到控顶距内，并用长柄工具调整网片的位置，达到两端长度均匀，后部搭接压茬100MM，确保排距为800MM。4、采用圆木支设临时支护时，新圆木细端的直径160，点柱要支到硬底并有不小于100的柱窝，上方用木楔打紧刹牢。若底板松软、无硬底时，必须进行穿鞋，穿鞋采用钢板（长宽厚30030010）或专用铁鞋。巷道掘进了一个循环后，退出掘进机，按由外向里的顺序及时支设临时支护。临时支柱间排距20002000MM，临时支柱接顶接底牢固有力，接顶接底，支设牢固，不准歪斜。工作面以外不超过200M处备有6棵符合要求的圆木，其中4棵使用、2棵备用。二、顶板锚网支护工艺1、工艺流程敲帮问顶准备钻具及支护材料打锚杆眼装锚固剂、锚杆搅拌锚固剂、固定锚杆安装锚杆盘、螺帽压紧网片。2、施工前由班组长和一名有经验的老工人，按一人监护、一人由外向里用长度不小于25M的长柄工具“敲帮问顶”，摘除危岩活石，检查紧固锚杆。确保所有支护完整可靠。3、准备工具及支护材料将钻具、钎子、供风管、供水管、锚杆搅拌器等工具运至施工地点。将钻具接好供风管路、供水管路，试验钻具确认完好后再将钻具靠巷道一侧摆放整齐。准备的工具必须合格能够正常使用。将锚杆、锚固剂等支护材料运到施工地点，靠巷道一侧摆放整齐。准备的支护材料必须合格能够正常使用。4、打锚杆眼打锚杆眼时按由外向里、先中间后两边的顺序依次进行。根据要打设的锚杆眼的位置，调整好钻具，使钎子与锚杆眼所在的巷道轮廓线垂直布置，误差不得大于15。打眼时点眼工协助锚杆机操作工将钻具支设好，将钻头插入锚网孔内并顶紧。然后点眼工撤到锚杆机操作工后部负责观察。锚杆机操作工首先打开水门再打开风门并缓慢开动钻具钻进，待钻进3050MM后加大风量钻进，到达设计深度，减小风量使钻具低速运转，缓慢退出钻杆后按照先关风门再关水门的顺序停止钻具运转。采用锚杆机打眼时，锚杆机操作工必须与锚杆机操作手柄成一直线操作。更换钎子时，在长钎的钎子上，比锚杆长度小80100MM的部位做好标记。然后将钻头端插入锚杆眼内，再将钎尾安放在钻具上，开动钻具钻进到设计深度。锚杆眼钻进设计深度后，停止锚杆机旋转且不关闭水门，将锚杆眼内的岩粉冲洗干净。锚杆眼冲洗完后取下钎子，将钻具和钎子放到施工位置后部，靠巷道一侧摆放好。5、安装锚杆将CK2350锚固剂装入锚杆眼内，然后用锚杆将锚固剂轻轻顶入眼内。在锚杆末端安设锚杆盘、螺母和搅拌器。将搅拌器安放在锚杆机上，缓慢升起锚杆机，将锚固剂轻轻顶入眼底，然后开动锚杆机带动锚杆旋转，边旋转边推进，将锚杆推入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌时间达到2530S后停止搅拌，撤去锚杆机、搅拌器。待锚固剂凝固35MIN后及时用机械或风动扳手拧紧锚杆螺帽，使锚杆扭矩达到100NM（初次50NM）的要求，保证锚杆盘压紧金属网，金属网紧贴岩面，控制好巷道顶板围岩。三、锚索支护工艺1、工艺流程准备钻具敲帮问顶定锚索眼位打锚索眼安装锚固剂、锚索线安装锚索盘、锁具涨紧锚索。2、施工准备将钻具、接长钻杆、供风管路、供水管路、锚索搅拌器、液压泵、涨拉油顶等工具运到施工地点；将锚索线、锚索盘、锁具、锚固剂等材料运到施工地点，靠巷道一侧摆放整齐。接长钻杆总长度要达到锚索线的长度。准备的工具、材料必须合格能够正常使用。3、定锚索眼前先“敲帮问顶”，摘掉危岩活石，确定安全后方可开始工作。4、打锚索眼根据要打设的锚索眼的位置，调整好钻具，使钎子与锚索眼所在的巷道轮廓线垂直布置，误差不得大于15。打眼前点眼工协助锚索机操作工将锚索机安设好，将一节钻杆安放在锚索机上，点眼工协助锚索机操作工稳住锚索机，锚索机操作工缓慢开启气腿阀门，使气腿慢慢升起，将钻头对准点好的眼窝并顶紧。然后点眼工撤到锚索机操作工后部负责观察。锚索机操作工缓慢开启控制阀，使锚索机慢速运转，待钻头钻进3050MM深度后，锚索机操作工加大风、水量钻进。钻杆进入岩体后，调整风阀将风量减到最小，使锚索机低速转动，气腿慢慢收回，然后关闭风阀、水阀，停止锚索机运转。续接钎子时点眼工由锚索机上拔出钎子，在末端续接一节钎子，然后将续接后的钎子上端（钻头侧）插入眼内，下端安放在锚索机上。再次续接钎子时，将钎子在眼内抬高，在末端续接一节钎子后再安放在锚索机上。续接完成后点眼工撤到锚索机操作工后部负责观察。锚索机操作工开启锚索机，继续加深锚索眼。眼深达到要求后，开大锚索机水阀，加大水量，并上下来回串钎子，将锚索眼内的岩粉冲刷干净；然后按上述要求退下锚索机，锚索机操作工和点眼工配合由下向上逐节撤出钎子。5、安装锚索线根据锚索线的长度，采用两支CK2350树脂锚固剂。二人配合用锚索线顶住锚固剂缓缓送达眼底，锚索线要顶紧锚固剂不能出现下滑。首先在锚索线末端安设好锚索锁具，再安设好锚索搅拌器并拧紧紧固螺栓，然后将搅拌器末端安放在锚索机上。确认无问题后点眼工协助锚索机操作工稳住锚索机，锚索机操作工将风阀打到三分之一处使锚索机慢速旋转、升起搅拌锚固剂。锚索线搅拌到眼底，达到设计搅拌时间后停止锚索机旋转，等待约30S后慢慢将锚索机气腿收回退出锚索机。松开搅拌器紧固螺栓将搅拌器卸下，完成锚索线的锚固施工。6、涨紧锚索树脂锚固剂凝固1H后，进行锚索涨拉，至少由两人配合进行，一人操作风动液压泵，另一人操作风动涨拉油顶。涨紧时一人将油顶套在外露的锚索线上，并顶紧锁具，挂好安全链，一人开动液压泵涨紧锚索线，待涨拉油顶咬住钢铰线时，人员撤开，液压泵压力表的读数达到30MPA时，锚索线达到设计预紧力98KN（使用LSZ150型锚索拉力计时20MPA）的要求。然后停止涨拉，取下安全链卸下油顶。若油顶柱塞一次行程不够，应收回柱塞，重复上述操作，然后继续涨拉。四、锚杆、锚索检测1、锚杆安设质量检测由跟班队长或质检员在班组长和掘进工作面人员的配合下进行。每班安装的锚杆由跟班队长或质检员用LDZ200型锚杆拉力计对锚杆的锚固力进行检测。检测时在巷道顶板上选定一条锚杆进行检测，锚杆锚固力达到50KN时，该锚杆打设合格。锚固力达不到50KN时，在不合格锚杆周围100MM内重新补打。每班安装的锚杆，由跟班队长或质检员用MB500型扭矩扳手，对锚杆预应力进行检测，预应力必须达到扭矩扳手所设定的100NM（初次50NM）的要求，达不到要求的必须重新紧固。检测完成后跟班队长或安监员将检查结果填写在记录牌板上，上井后填写检测记录台帐。2、锚索安设质量检测检测前首先在待检测的锚索周围300400MM范围内，打设23棵木柱；然后用LSZ150型锚索拉力计检测锚固力，检测时锚索拉力计压力表的读数达到20MPA时锚索锚固力达到98KN。在达到该压力前锚索线出现松动的必须重新补打确保锚固力合格。补打的锚索布置在不合格锚索周围300MM内。检测完成后跟班队长或质检员将检查结果填写在记录牌板上，上井后填写检测记录台帐。3、锚杆眼、锚索眼角度和深度的检测锚杆眼打完后，由跟班队长或班长采用锚杆角度仪、钢尺对打设的锚杆眼角度、深度进行对检测。要求锚杆与所在部位巷道轮廓线的夹角不小于75，锚杆眼深度不大于设计值50MM，有一项达不到要求的要进行重新补打。锚索眼打完或钻进1M后由跟班队长或质检员用锚杆角度仪、钢尺对锚索眼打设角度、深度进行检测。要求锚索眼与所在部位巷道轮廓线的夹角不小于75，锚索眼深度不大于设计值100MM，有一项达不到要求的要进行重新补打。锚杆、锚索检测完毕后清理施工现场，将工具、管路、物料撤到后部，摆放在工具、物料架上。五、施工要求1、打眼施工前，施工人员必须系好工作服纽扣，将毛巾掖入衣领内，将衣领、袖口、衣角扎紧。2、锚杆钻孔的施工要求（1）在钻杆上做好标记，严格控制锚杆钻孔深度，误差控制在050MM范围内。（2）钻孔要用高压水或高压风清洗干净，确保树脂锚固剂充分发挥其作用，使锚杆具有足够的锚固力。（3）锚杆钻孔应严格按设计要求施工，应与巷道轮廓线垂直布置，钻孔倾斜度控制在5范围内。（4）锚索钻孔的施工要求与锚杆孔相同。3、树脂锚固剂安装要求锚固剂的数量和长度必须符合规定，保证锚杆的预应力达到设计要求。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法采用EBZ200型掘进机进行施工。按“三八制”组织生产，两班生产一班检修。生产班每班组织2个循环，每循环进尺6M。二、工艺流程截割转载运输支护准备支护材料说明1、采用EBZ200型掘进机截割煤层，经掘进机扒装系统转载到后部运输机进行运输。2、在截割、运输的同时，人力准备支护材料。3、一个循环截割完毕后退机，并对顶板进行支护加固。4、顶板锚杆、锚索采用MQT130型风动锚杆机打眼、搅拌固定。5、巷道支护的同时后部进行延长皮带、清理巷道卫生及运送物料等工作。第二节掘进施工一、截割工艺1、截割循环在激光指向仪的导向下，首先确定掘进机的进刀位置，进刀位置选择在巷道左帮底部，然后按巷道断面的设计要求，割至巷道另一侧，每次进刀08M，最后截割剩余部分的煤（岩），完成一个截割循环。2、截割方式掘进机截割时，首先将掘进机截割头调整至巷道左帮底部，将截割头切入煤体先割个小窝，然后按照掘进机截割程序图进行截割，割至顶板后进行修边、清底。割煤工艺流程进刀截割修边成型。EBZ200掘进机截割顺序图二、清煤工序及要求在每一个掘进循环完成后，在打锚杆之前，清理巷道浮煤浮矸，做好下一个工序的准备工作。三、锚杆支护工序及具体要求当掘进机截割完一个循环进度之后，掘进机退出，进行锚网支护，待锚网支护完毕退出后，掘进机开始进行下一个循环作业，以此类推。四、各工序之间的配合及注意事项在正规循环作业中，掘进机司机开机割煤（岩）或装煤（岩），掘进机副司机及其他人员严禁进入工作面，应远离掘进机靠在煤壁一旁等待。需要拉、挂电缆时，待掘进机停止掘进后方可进行，掘进机副司机拉完电缆回到安全地点后掘进机方可进行作业。锚杆机在巷道支护完好处等待，待掘进机割完一个循环并退出后，方可进行支护作业。总之，各工种作业人员必须坚持正规循环作业，应互相协调尽可能平行作业，在确保安全的前提下提高生产效率。第三节装载运输一、装煤（岩）方式巷道掘进施工中，掘进机截割煤（岩）掘进机装载部掘进机转载机。二、运输方式工作面截割的煤经掘进机转载至辅运顺槽内的皮带输送机、刮板输送机，转载至运输大巷皮带输送机进入主斜井、栈桥皮带输送机，最后进入地面筒仓。运输路线掘进机转载机辅运顺槽皮带输送机、刮板输送机运输大巷皮带输送机主斜井、栈桥皮带输送机地面筒仓。第四节管线敷设一、管线吊挂在掘进施工中所敷设的电缆、供风管路、供水管路、风筒等均应按规程中规定的位置要求整齐吊挂牢固。电缆悬挂点间距不得超过3M，电缆垂度不超过50MM/M。管路接口严密，不得出现漏风、漏水现象，水管距工作面20M范围内使用一寸阻燃胶管，20M外使用2寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备工作面正常用水。第五节设备及工具配备二、施工设备及技术特征EBZ200型掘进机技术特征表序号技术特征主要参数序号技术特征主要参数1总功率（KW）3258系统工作压力（MPA）252总重T599电压（V）11403卧底深度（M）0210溜槽尺寸（MM）6203504牵引力MPA295单侧11适应巷道坡度（）185截割功率（KW）200/11012割头速度（R/MIN）46/236装运能力（M3/H）24013装载机铲板宽度（M）367牵引功率（KW）16014规格长宽高（M）1063618掘进工作面主要设备配备表序号设备名称型号单位数量功率（KW）1掘进机EBZ200台13252胶带输送机DSJ80/40/275部17523刮板输送机SGB40部1404激光指向仪YHJ800A台15风动锚杆机MQT130型台46水泵BQS2050台1557水泵BQS2060台1758移变KBSGZY630/10台19移变KBSGZY400/10台110移变KBSGZY200/10台111矿用真空馈电KBZ400/1140660台412照明信号综保ZBZ40台113磁力启动器QBZ200台414煤电钻ZM12D台11215涨紧绞车JH8型台275216除铁器RBCYD10G1台1413探水钻机KHYD75型台1313局部通风机FBD71/230台230414防爆装载机ZLP30EFB辆115防爆胶轮车WYC5辆2第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织1、采用“三八制”作业方式组织施工，两班生产一班检修。2、劳动组织表劳动组织图表序号工种班班班合计1队长11132班长（兼掘进机副司机）11133掘进机司机1124支护工3365维修工51176皮带机司机11137刮板机司机11138装载机司机11139运料工2210排水工111311安全员、质检员111312瓦检员111313合计15131341第二节循环作业作业方式为保证正规循环作业，掘进工作必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量采取平行作业，以充分利用工作时间提高工时利用率。循环方式循环进度6M生产班每班循环个数2个循环率90工作面月度进尺648M掘进工率P月进度/（人数30天）648/（4130天）053（M/工日）循环作业图表生产班循环作业图表时间时12345678工种顺序工序分2040602040602040602040602040602040602040602040601交接班2生产准备3截割4运输5临时支护6永久支护7延长皮带8四清卫生生产工期计划表生产时间计划完成工程量掘进工程量（1483M）601630600M701731600M801831283M及底板浇筑901915底板浇筑第三节主要经济指标主要经济指标表序号内容单位指标备注1巷道长度M1483MM5400辅运顺槽2掘进宽度MM5000联巷MM3750辅运顺槽3掘进宽度MM3650联巷2025辅运顺槽4掘进断面1825联巷5普氏系数F36单循环进尺M67日循环数个228循环率909日进尺M21610月进尺M64811在册人数名4612出勤率9013掘进工效M/工日05314锚杆消耗套/M87515锚索消耗套/M0616截齿消耗个/月10按月耗10个计17黄油消耗KG/M0118液压油消耗KG/M0519齿轮油消耗KG/M02第六章生产系统第一节通风系统一、通风方式掘进工作面采用局部通风机压入式通风。局部通风机安设在主、辅运大巷5号联巷内，双风机、双电源，一台工作，一台备用。二、掘进工作面风量计算掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量、工作面气温条件、风速、人数分别进行计算，取其中最大值。根据淖尔壕煤矿初步设计，因本矿井建井期间未进行瓦斯鉴定，根据钻孔提供资料和周边煤矿资料瓦斯很低，故不作计算。1、按工作面最多人数计算Q4KN412221056M3/MIN式中Q所需风量，M3/MINK风量备用系数，取12N工作面最多人数,取22人2、稀释防爆胶轮车尾气所需风量防爆胶轮车配风标准柴油机根据欧标准CO排放量为1G/KM，入井防爆胶轮车速度按最高允许速度30KM/小时计算每分钟CO排放量为05G/MINKMQCO/G130小时换算成体积000043M3/MIN3/64IN5将其浓度稀释到00024需风量为1792M3/MIN0243车QQ车取20M3/MIN/台，可将防爆胶轮车的CO排放量稀释到215PPM，符合煤矿安全规程要求。防爆胶轮车共2辆，型号为WYC5，稀释防爆胶轮车尾气所需风量为20M3/MIN240M3/MIN。经以上计算，掘进工作面需要风量为1056M3/MIN。3、掘进工作面风量验算1）按最低风速进行验算掘进工作面的最小风量Q煤掘Q煤掘15S煤3/MIN式中S煤掘掘进工作面的断面积，2025M22）按最高风速进行验算掘进工作面的最大风量Q掘240S掘24020254860M3/MIN式中S掘掘进巷道的断面积，2025M2通过上计算，掘进工作面的需要风量为30375M3/MIN；根据工作面最远供风距离1500M，局扇风机必须达到最小吸风量为352M3/MIN（风筒漏风备用系数取1162）。根据FBD系列矿用防爆压入式局部通风机产品参数，FBD63/222风量为468274M3/MIN，风压5256125PA，最远供风距离900M。FBD71/230风量为608352M3/MIN，风压5236228PA，最远供风距离1600M。故选用二台FBD71/230型局扇（一台使用，一台备用），使用直径800MM胶质阻燃、抗静电风筒，向掘进工作面供风。三、局部通风机安装地点及要求1、局部通风机必须安装在新鲜风流中且安装位置距回风口不得小于10M。根据现场条件，局部通风机安设在主、辅运大巷5号联巷内。2、局部通风机要放置在专用的机架上，离地高度不得小于03M。3、风筒要环环吊挂，风筒口距工作面不大于巷道断面平方根的45倍，SMIN4202518M。风筒拐弯需使用拐弯风筒，严禁拐死弯。五、通风系统1、新鲜风流地面主、副斜井南北向主、辅大巷东西向主、辅大巷主辅大巷5号联巷局扇、风筒1403辅运顺槽掘进工作面。2、污风风流1403辅运顺槽掘进工作面1403工作面回风绕道回风大巷回风立井地面。附图1403工作面辅运顺槽通风系统图。第二节压风及自救压风系统一、风源来自风井工业广场内建立的压风机房，使用三台UD180A型空气压缩机，排气量211M3/MIN，排气压力0608MPA,功率137KW，电压380V。1台工作，1台备用，一台检修。巷道内布置一路10845MM压风管路，所有管路采用快速接头联接，由压风机房经回风立井压风管向井下供风，并在管路低凹处设有油水分离器。压风管路端部接高压胶管，尾部设分风器，分别向各用风地点供风。掘进工作面用风设备为风动锚杆钻机、压风自救系统，用风量约为15M3/MIN，需要风压为060MPA，压风机能满足掘进工作面用风设备的需求。二、压风自救系统设置压风自救系统能够满足在灾变期间向掘进工作地点提供压风供气的要求。1、压风自救系统的管路规格应按矿井需风量、供风距离、阻力损失等参数计算确定，回风大巷内敷设直径100MM主管路，1403工作面辅运顺槽内敷设直径50MM支管路。2、避灾路线上均应敷设压风管路，并设置供气阀门，间隔200M，距工作面最近的供气阀门不大于50M。3、因在长距离的掘进巷道中，根据实际情况增加压风自救装置的设置组数。在工作面设置3组压风自救装置，每组压风自救装置可供6人使用。4、主送气管路应装集水放水器。在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和汽水分离器。压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。5、压风自救装置应符合矿井压风自救装置技术条件（MT3901995）的要求，并取得煤矿矿用产品安全标志。6、压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能，零部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5毫米的现象。7、压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。压风自救系统适用的压风管道供气压力为0307兆帕；在03兆帕压力时，压风自救装置的供气量应在100150升分钟范围内。压风自救装置工作时的噪声应小于85分贝。8、压风自救装置安装在掘进巷道内的压缩空气管道上，设置在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在05M以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。9、压风管路应接入避难硐室和救生舱，并设置供气阀门，接入的矿井压风管路应设减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口压力在0103兆帕之间，供风量不低于03M3/MIN人，连续噪声不大于70分贝。10、井下压风管路应敷设牢固平直，采取保护措施，防止灾变破坏。进入避难硐室和救生舱前20米的管路应采取保护措施（如在底板埋管或采用高压软管等）。三、供风路线地面空压机回风立井回风大巷1403运输顺槽1403辅运顺槽掘进工作面。附图1403工作面辅运顺槽压风、压风自救系统图。第三节供水及与供水施救系统1、供水系统水源引自地面2处各400M3的水池。供水主管路选用159MM专用管路，沿主副井敷设至运输、辅运、回风大巷内，在主副井井口设置消火栓和麻制水龙带。供水支管路选用108MM专用管路，沿1403工作面辅运顺槽敷设至掘进工作面内。工作面消防洒水、设备给水和供水施救系统合用一条给水管路。2、供水施救系统应能在紧急情况下为避险人员供水、输送营养液提供条件。3、工作面供水管路应设置供水阀，水量和水压应满足工作面最大班人数避险时的需要。早班生产人员15人，中班、夜班生产人员各13人。4、避灾路线上应敷设供水管路。井下供水施救系统的管道应延伸到紧急状态下需要供生活用水的所有位置。5、工作面切眼每隔50M设置一组三通及阀门，以供清洗巷道、截割喷雾、防尘和紧急情况下为避险人员供水。6、在每个支管起点附近位置设置控制阀。供水施救系统离压风自救装置距离不得超过1M。7、供水点前后2M范围无材料、杂物、积水等现象，需设置排水沟。8、需保证闸阀开关灵活，流水畅通，阀门不高于巷道底1/M，以便于避灾人员使用，供水阀门手柄位于同一方向且与巷道平行。附图1403工作面辅运顺槽供水、供水施救系统图。第四节瓦斯防治与安全监控系统（一）健全瓦斯检查制度1、严格执行瓦斯检查制度，配备专职瓦斯检查员每班3次（间隔时间2小时）到掘进工作面检查瓦斯，及时了解工作面有害气体状况。当掘进工作面出现瓦斯异常时，增加检查次数。工作面瓦斯超限，瓦检员有权立即停止该地点的工作，撤出所有人员，并报告矿方调度室及通风部门，采取措施进行处理。2、班组长、电钳工、掘进机司机、探水工、安全员利用随身携带的便携式甲烷检测报警仪不间断检查瓦斯，坚决做到瓦斯超限不作业。3、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止掘进机掘进；掘进工作面风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于05M3内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20M内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。（二）保证工作面有充足的风量保证工作面充足的供风量是有效冲淡瓦斯、防止瓦斯积聚的重要手段。掘进工作面配风量满足瓦斯涌出量、局部通风机吸风量、工作面同时工作最多人数的要求。风筒出口到工作面不得超过5M，杜绝风筒出现破口、挤压、接头漏风现象。（三）杜绝掘进工作面停风加强掘进工作面供风管理，杜绝无计划停风，掘进工作面配备双风机、双电源，能实现主风机停止运转，备用风机自动进行切换运行功能，杜绝工作面停风现象，并设专职局扇司机，每班交接班前对风机自动切换情况进行试验；同时，执行有计划停风制度，对需要检修停风的工作面提前编制有计划停风通知书撤出全部人员，设备停电后，方可停风，在恢复通风前，按规定排放瓦斯。（四）监测监控系统矿井装备一套KJ770型矿井安全生产监测监控系统，实现了对煤矿井下甲烷和一氧化碳的浓度、温度、风速等的动态监控。监测监控系统地面中心站装备了2套主机，1套使用、1套备用，确保系统24小时不间断运行。监测监控系统在瓦斯超限后应能迅速自动切断被控设备的电源，并保持闭锁状态。监测监控系统地面中心站执行24小时值班制度，值班人员在矿井调度室或地面中心站，以确保及时做好应急处置工作。甲烷、馈电、设备开停、风压、风速、一氧化碳、烟雾、温度、风筒传感器的安装数量、地点和位置必须符合煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292007）要求。在风筒出风口另一侧，距掘进工作面不超过5M处安设甲烷传感器、一氧化碳传感器各一个。距回风巷道口1015M处，安设甲烷传感器、一氧化碳传感器各一个。甲烷、一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷道侧壁不得小于200MM，并应安装维护方便，不影响行人和行车。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围及便携式甲烷检测报警仪的报警浓度必须符合规定要求。甲烷传感器的报警浓度为10，断电浓度为15,复电浓度为10。断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。一氧化碳传感器的报警浓度00024。带式输送机滚筒下风侧1015M处设置烟雾传感器。掘进工作面局部通风机的风筒末端设置风筒传感器。为检测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。附图1403工作面辅运顺槽安全监测监控系统图第五节综合防尘系统综合防尘的原则是尽量减少浮游粉尘的产生，将粉尘消灭在尘源地点，防止其飞扬和进入风流中，使已经浮游的粉尘沉降下来，捕集起来；将剩余的粉尘用足够的风量加以稀释，但又要防止因风速过大，使已沉积的粉尘重新飞扬。工作面防尘水源由回风大巷内108MM供水主管路1403辅运顺槽50MM供水支管路。掘进工作面防尘管路每隔50M设1个三通阀门。在距掘工作面安全监控设备布置表安装位置数量设备类型主、辅运大巷5联巷1分站1403工作面辅运顺槽2一氧化碳传感器1403工作面辅运顺槽2瓦斯传感器1403工作面辅运顺槽1风速1403工作面辅运顺槽1开停传感器1403工作面辅运顺槽1馈电状态传感器1403工作面辅运顺槽1断电器1403工作面辅运顺槽1风筒压力传感器1403工作面辅运顺槽12顶板离层、位移仪进工作面30M内设1道手动水幕，在距掘进工作面50M内设1道净化水幕；并保证雾化良好，使用正常，喷雾能覆盖巷道全断面。掘进机设内、外喷雾装置，内喷雾装置的水压不得小于3MPA,外喷雾装置的水压不得小于15MPA，耗水量为50L/D。如果内喷雾装置的水压小于3MPA，则必须使用外喷雾装置和除尘器。随掘随喷，不仅能减少截割时的粉尘产生量，而且能预先湿润煤岩体以减少粉尘产生，同时也能消除截割时的摩擦火花。湿式凿岩井下风钻采用湿式打眼，同时，在掘进时，必须采取巷帮冲洗、装岩（煤）洒水和净化风流等综合防尘措施。附图1403工作面辅运顺槽防尘系统图第六节防灭火系统根据淖尔壕煤矿初步设计，井田内各可采煤层变质程度低，挥发分较高，且含有黄铁矿结核或薄膜，为煤层自燃提供了有利条件。据准格尔召新庙详查报告，各煤层自然倾向等级为易自燃很易自燃，本次勘查煤芯样自燃趋势试验结果，各煤层原煤样着火温度（T）在280293之间，氧化样着火温度（T0）在269279之间，TT0值在614之间，煤层有自燃倾向。一、开采方面的措施1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。2、凡发生冒高的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火。3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。二、为防止煤尘爆炸范围扩大，在1403工作面辅运顺槽按煤矿安全规程设置集中式隔爆水棚。1、水棚应设置在直线段巷道内，水棚安设区及安设区前后至少20M长的巷道顶板保持一致。禁止将水棚安设在巷道局部挑顶的地方。2、水棚与工作面、装载点的距离不得小于60M，也不得大于200M。3、水棚与巷道交岔口、转弯处的距离不得少于50M，也不得大于75M。4、水棚列排的布置要求1）水棚排距为1230M，棚区长度不小于30M。2）水棚列内水袋之间的间隙与水袋同巷壁之间的间隙之和不得大于15M。特殊情况下，不得超过18M，两个水袋之间的间隙，不得大于12M。3）水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置即水袋长边垂直于巷道轴线。4）水袋外边缘与顶板之间的垂直距离不小于100MM。水袋底部至顶板的垂直距离不大于16M。水袋的底部至巷道底板的垂直距离，不得低于巷道的1/2，并不得小于18M。5、水棚的结构与选型隔爆水棚选用GD80型（80L）的隔爆水袋，水袋为塑料制品。计算得工作面隔爆水袋总水量6912L，每架5个水袋，18架，每架间距20M，棚区长度34M。第七节供电系统工作面供电电源取自盘区变电所，配电点设置在5号联巷，内有两台KBSGZY400/10/114移动变压器，一台KBSGZY200/10/066移动变压器，一台KBSGZY400/10/114移动变压器供掘进机、探水钻、煤电钻、潜水泵用电；一台KBSGZY400/10/066移动变压器供皮带输送机、刮板输送机、涨紧绞车、KBSGZY200/10/066移动变压器供局部通风机用电。掘进工作面所使用的机电设备如下一、负荷统计设备名称设备型号功率（KW）电压等级（KV）额定电流（A）安装/使用掘进机EBZ2003251142181/1探水钻机KHYD75311441/1煤电钻ZM12D12114081/1潜水泵BQS20505511441/1潜水泵BQS20607511451/1刮板输送机SGB4040066261/1胶带输送机DSJ80/40/275150066981/1涨紧绞车JH8型75066921/1局扇FBD71/230302066702/1二、系统的设备选型及计算校验一台1140V变压器的选型及容量校验SBPEKX/COS342206/0825665KVA630KV