9107进风顺槽作业规程.doc

- 0 - 91079107 进风顺槽综掘进风顺槽综掘 作作 业业 规规 程程 - 1 - 目目 录录 第一章第一章 概概 况况1 1 第一节第一节 概概 述述 1 1 第二节第二节 编写依据编写依据 1 1 第二章第二章 地面相对位置及水文地质概况地面相对位置及水文地质概况2 2 第一节第一节 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 2 2 第二节第二节 煤岩层赋存特征煤岩层赋存特征 2 2 第三节第三节 地质构造地质构造 3 3 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明4 4 第一节第一节 巷道布置巷道布置 4 4 第二节第二节 施工工艺及要求施工工艺及要求 4 4 第三节第三节 掘进作业掘进作业 1414 第四章第四章 生产系统生产系统1717 第一节第一节 通通 风风 1717 第二节第二节 综合防尘综合防尘 2020 第三节第三节 安全监控系统安全监控系统 2020 - 2 - 第四节第四节 压风自救系统压风自救系统 2121 第五节第五节 供水系统供水系统 2222 第六节第六节 压风系统压风系统 2222 第七节第七节 防灭火防灭火 2222 第八节第八节 供供 电电 2323 第九节第九节 排排 水水 2323 第十节第十节 运运 输输 2323 第十一节第十一节 通讯系统通讯系统 2323 第五章第五章 劳动组织与主要技术经济指标劳动组织与主要技术经济指标2323 第一节第一节 劳动组织劳动组织 2424 第二节第二节 循环作业循环作业 2828 第六章第六章 安全技术措施安全技术措施2929 第一节第一节 施工准备施工准备 2929 第二节第二节 一通三防一通三防 2929 第三节第三节 顶板管理顶板管理 3333 第四节第四节 综掘机使用及管理综掘机使用及管理 3737 - 3 - 第五节第五节 防治水防治水 4646 第六节第六节 掘进机司机操作准备工作掘进机司机操作准备工作 5252 第七节第七节 操作掘进机安全规定操作掘进机安全规定 5555 第八节第八节 修安全技术措施修安全技术措施 5757 第九节第九节 机电管理机电管理 6161 第十节第十节 运输管理运输管理 6363 第十一节第十一节 其其 它它 6868 第七章第七章 掘进工作面质量标准化标准掘进工作面质量标准化标准7171 第一节第一节 作业规程编制作业规程编制 7171 第二节第二节 作业地点综合防尘措施作业地点综合防尘措施 7171 第三节第三节 运输设备运输设备 7171 第四节第四节 局部通风局部通风 7171 第五节第五节 巷道卫生巷道卫生 7171 第六节第六节 施工图版施工图版 7272 第七节第七节 机电设备管理机电设备管理 7272 第八节第八节 顶板管理顶板管理 7272 - 4 - 第九节第九节 质量标准化和工程质量验收质量标准化和工程质量验收 7272 第八章第八章 灾害预防及避灾路线灾害预防及避灾路线7373 第一节第一节 灾害预防灾害预防 7373 第二节第二节 避灾路线避灾路线 7474 附图表：附图表： 1 1、掘进机进刀示意图、掘进机进刀示意图 2 2、掘进作业循环图表、掘进作业循环图表 3 3、91079107 进风顺槽进风顺槽支护断面图支护断面图 4 4、91079107 进风顺槽进风顺槽开口开口 3030 米支护断面图米支护断面图 5 5、91079107 进风顺槽进风顺槽掘进地质说明书掘进地质说明书 6 6、91079107 进风顺槽进风顺槽地质综合柱状图地质综合柱状图 7 7、91079107 进风顺槽进风顺槽巷道平面布置图巷道平面布置图 8 8、91079107 进风顺槽进风顺槽巷道通风布置图巷道通风布置图 9 9、91079107 进风顺槽进风顺槽机电设备布置图机电设备布置图 1010、91079107 进风顺槽进风顺槽供电图供电图 1111、91079107 进风顺槽进风顺槽监控系统图监控系统图 1212、91079107 进风顺槽进风顺槽避灾路线图避灾路线图 1313、91079107 进风顺槽进风顺槽作业规程学习传达记录作业规程学习传达记录 - 5 - 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 概概 述述 1、巷道名称、用途及井上下位置： 本工作面所掘进的巷道为 9107 进风顺槽，巷道主要担负 9107 工作面运输、通风。是该工作面的一个安全出口。掘进期间作为主 巷，与 9105 回风顺槽双巷掘进，是 9107 工作面的主要巷道。本巷 道位于胶带上山以南 9107 工作面东侧。 2、工程概况： 本巷道总工程量为 1200 米，与 9105 回风顺槽间距 20 米。倾角 （38） ，设计为矩形断面，采用钢带、锚网、锚索联合支护。巷 道净宽 4500mm、净高 2800mm。根据以往资料显示该巷道在掘进过程 中会遇到煤层变化（煤层厚度 1.7 米3.7 米） ，因此，在掘进时应 根据具体情况及时修改补充支护方式、并制定相应的安全技术措施， 确保安全。 第二节第二节 编写依据编写依据 1、根据机械化采煤升级改造初步设计和配套的初步设 计9#煤层采区顺槽布置施工图 。 2、本矿已掘巷道的观测资料。 3、 机械化采煤升级改造矿井地质报告 。 4、 煤矿安全规程 。 - 6 - 第二章第二章 地面相对位置及水文地质概况地面相对位置及水文地质概况 第一节第一节 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 该巷道布置在 9煤层中，相对高程 1030 米，沿煤层顶板掘进。 东邻 9105 采面。地表相对高程 1285 米，处于平缓的沟谷地带，地 表无水体、铁塔及其他建筑物。 第二节第二节 煤岩层赋存特征煤岩层赋存特征 1、9 号煤层：该煤层位于太原组上部，k5砂岩之上，厚度 1.203.50m，平均 2.15m，偶含一层夹矸，结构简单，井田内赋存 区稳定可采。煤层顶板为黑色泥岩或砂岩，底板为砂质泥岩，井田 北部有煤层剥蚀，可采性指数为 1，厚度变异系数 23.8%。 9107 工作面所采煤层属高变质煤。 泥岩：黑色，常相变为砂质泥岩，含植物化石碎片，平均厚度 10.68m。 9 号煤层：分布稳定，全区可采。厚度 1.20m3.50m，平均 2.15m。 附：煤层主要煤质特征表 煤层主要煤质特征表 原 煤煤 层 号 浮 煤 水分 mad（% ） 灰分 ad（%） 挥发分 vdaf（% ） 全硫 st.d（ %） 发热量 qgr.ad（m j/kg） 焦 渣 特 征 固定 碳 fc.d （%） 粘结 指数 gr.i 煤类 - 7 - 原 煤 0.43 0.98 0.79 1635 37.22 21.20 15.09 19.44 16.39 0.34 1.03 0.58 26.6330 .32 30.06 9 下 浮 煤 0.60 0.85 0.72 9.2210 .41 9.61 14.72 15.54 15.10 0.46 0.62 0.49 32.8333 .29 33.06 4 6 5 63.08 51 4 8 ps12 2、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 煤层瓦斯涌出量 7.77mt 煤层瓦斯等级 低瓦斯矿井 煤尘爆炸指数 40% 有爆炸危险 煤层自燃发火期 自燃发火性为级，不易自燃。 第三节第三节 地质构造地质构造 1、地质构造 根据资料显示，该巷道位于井田中部向斜构造南翼，南部高， 北部低，煤岩南北方向倾斜，自然坡度 38巷道以向斜构造的 走向方向布置，可能在巷道掘出一段时间后，由于受下滑力的作用， 巷道南帮和顶部受挤压发生煤帮和顶板有少量变形现象，支护受压， 局部出现受压显现。 3、水文地质情况 由于该巷道横贯一采区南北 9煤层下，9煤层及底板岩层有局 部渗水。预计有少量涌水。顶板一般无水，但必须加强探放水工作， 坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采取 防、堵、疏、排、截的综合治理措施。依据实际情况进行探放水， - 8 - 并编制专门探放水措施，防止对掘进工作面造成影响。注意顶板的 水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。施工中要敷设好排水管 路，备好排水泵及通讯设施，做好排水准备工作。 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 1、该巷道布置在 9煤层中，相对高程 1026 米，沿煤层顶板掘 进。东邻 9105 采面。地表相对高程 1285 米，处于平缓的沟谷地带， 地表无水体、铁塔及其他建筑物 第二节第二节 支护设计支护设计 一、巷道规格、支护形式。 9107 进风顺槽设计为矩形断面，巷道规格为：净宽净高 =4500mm2800mm，净断面为 12.6；采用锚杆、锚网、钢带、锚 索联合支护。 2、支护参数校核 1、 锚杆、锚索支护参数 （1）锚杆直径 4/()4 0.1/(3.14 380)0.018 s qm 式中， s mm a q 1.1320mm 锚杆直径（）； 螺纹钢抗拉强度（m p ）； 锚杆锚固力； 考虑富余系数，锚杆直径确定为。 （2）锚杆长度 - 9 - tan1.8tan450.5 0.10.12.4( ) tantan45 ba lm 式中， bm am 。 组合拱厚度（); 锚杆对岩层的控制角（） 锚杆间排距（）。 2 2 锚索支护参数的确定锚索支护参数的确定 1 锚索长度的确定 123aaaa llll 式中： la锚索长度（m） ； la1锚索外露长度（m） ； la2锚索有效长度（m） ； la3锚索锚固长度（m） 。 （1）静压软岩巷道 在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为 1.5 倍的巷道宽度。 同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索 有效长度： 2 1 max 1.5 , n ai i lah 式中，a巷道宽度（m） ； h i稳定岩层下各层厚度（m） ； i稳定岩层下岩层层数。 - 10 - （2）动压软岩巷道 2 1 max 3 , n ai i lah （3）当 la2/a3 时，则 la2=3a。 2 锚索排距的确定 锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。每 排布置一根锚索则其排距为： 2 3 4 a a s ak 式中， a巷道宽度（m） ； 上覆岩层平均体积质量（kn/m3） 单根锚索的极限破断力（kn） ； a k安全系数。 1 1 锚杆长度的计算锚杆长度的计算 l=kh+l1+l2 式中 l锚杆长度，m； k安全系数，取 2； h 冒落拱高度，m，是根据公式 h=b/2f 估算的； b巷道开挖宽度，一次开挖宽度 4.2m，二次开挖宽度 3.5m，取 4.2m； f岩石（煤）坚固系数，f=2。 l1锚杆锚入岩层深度，根据经验条件，取 0.3m； - 11 - l2锚杆在巷道中的外漏长度。 2 2 锚杆间排距的计算锚杆间排距的计算 /()bqkhr 式中： b；m锚杆间排距（） q锚杆设计锚固力，8 9.8kn； k安全系数，去 k=6； h冒落拱高度，h=0.955m； r被悬吊岩层的重力密度。 1 1 锚杆间排距的计算锚杆间排距的计算 （1）顶锚杆间排距的计算 ab= q/(krlcos) 式中： a锚杆间距，m； b锚杆排距，m； q顶锚杆锚固力，取 64kn； g悬吊岩石载荷，kn； k锚杆安全系数，m，取 1.5m； r岩石容重，kn/m3，取 23.5； l锚杆有效长度，m，取 1.5m； - 12 - 岩层倾角，取 30， （2）帮锚杆间排距的计算 行帮支护所需提供的最大支撑力为 2 3max dtan 45 - / 2)tan (45 - / 2)/rhfhf （ 为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力，则锚杆的 3max p 间距为： a1=q/(b1k1) 3max 式中： q帮锚杆锚固力 q，取 40kn； a1帮锚杆的间距，m； b1帮锚杆排距，m； r煤的容重，kn/m3，取 13.1； d巷道半宽，m，取 1.5m； h巷帮高度，m，取高帮 3.0； 煤层内摩擦角，取 25 度； f煤层普氏系数，一般取 23，取 2； k1锚杆安全系数，一般取 1.52，取 2； 2 2 锚索间排距的计算锚索间排距的计算 1 锚索长度的确定 锚索长度 l 包括孔内长度 l1与外漏长度 l2 l1=nb - 13 - 式中： l锚索长度，m； l1锚索孔内长，m； l2锚索外露长度，m，取 0.3； b巷道跨度，m，取 3； n经验系数，一般 1.52，取 2。 2 锚索排距的计算 由于回采巷道跨度不大(3m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于 煤层顶板单排布置。 3 锚索间距的计算 由于顶板悬吊载荷为 2 2/3grhb 因此，锚索间距可由下式计算 222 cos2cos/3qgrha b 式中： q2锚索预紧力，kn,100120，取 100； r岩石的容重，kn/m，取 23.5； b巷道跨度，m，取 3； f岩石普氏系数，取 24，取 3； h载荷体高度，m，按自然平衡拱理论，沿巷道单 位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度 h=b/（2f）=0.5 - 14 - 岩层倾角，30 度。 1 锚索排距的计算 需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为 wbb 式中： b巷道跨度，m； 破坏区煤岩体容重，kn/m3 b锚索排距，m。 顶板破坏高度，m。 (2)潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力 f，即 22 hh fb p ubb p u 式中： u内摩擦系数； ph作用滑移面上的水平应力，kn; 2 h p(45) 22 tg 式中： 内摩擦角， （。） 则 22 ()(45 2 fbbtgtg （2）求锚索的排距。根据锚索的屈服载荷 y1，按每排安装 n 根 锚索考虑，有 ny1=w-ff - 15 - 式中： y1锚索的屈服载荷，kn。 22 1 2 (45) 2 (45) 2 nybtgtg b btgtg 帮锚杆锚固力不小于帮锚杆锚固力不小于 50kn(50kn(或或 5 5 吨或吨或 50kn)50kn) 公式计算： 拉力器上仪表读数（mpa）4=锚固力（kn） 锚固力（kn）10=承载力（吨） 例： 13mpa（拉力器上仪表读数）4= 52kn（锚固力） 52kn（锚固力）10=5.2 吨（承载力） 顶锚杆锚固力不小于顶锚杆锚固力不小于 70kn(70kn(或或 7 7 吨或吨或 70kn)70kn) 公式计算： 拉力器上仪表读数（mpa）4=锚固力（kn） 锚固力（kn）10=承载力（吨） 例： 18mpa（拉力器上仪表读数）4= 72kn（锚固力） 72kn（锚固力）10=7.2 吨（承载力） 15.2415.24 锚索锚固力不小于锚索锚固力不小于 120kn(120kn(或或 1212 吨或吨或 40mpa)40mpa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（mpa）3.044=锚固力（kn） - 16 - 锚固力（kn）10=承载力（吨） 例： 40mpa（拉力器上仪表读数）3.044= 121.76kn（锚固力） 121.76kn（锚固力）10=12.176 吨（承载力） 17.817.8 锚索锚固力不小于锚索锚固力不小于 169.6kn(169.6kn(或或 16.9616.96 吨或吨或 45mpa)45mpa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（mpa）3.768=锚固力（kn） 锚固力（kn）10=承载力（吨） 例： 45mpa（拉力器上仪表读数）3.768= 169.56kn（锚固力） 169.56kn（锚固力）10=16.956 吨（承载力） 21.621.6 锚索锚固力不小于锚索锚固力不小于 250kn(250kn(或或 2525 吨或吨或 55mpa)55mpa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（mpa）4.55=锚固力（kn） 锚固力（kn）10=承载力（吨） 例： 55mpa（拉力器上仪表读数）4.55= 250kn（锚固力） 250kn（锚固力）10=25 吨（承载力） 型号为：ycd22-290ycd22-290 型预应力张拉千斤顶 备注：备注： 使用扭力矩扳手检测，帮锚杆扭力矩不小于 120kn,顶锚杆扭力矩 不小于 150kn。 - 17 - 3、特殊地点支护形式 1.开口位置和交岔点使用锚索加强支护、开口处前 3 排必须全部 使用锚索进行支护锚索间排距为:800mm800mm，交岔点。其他顶板 破碎的地段根据实际情况加强支护。 （详见加强支护措施） 。 第第 3 3 节节 施工工艺及要求施工工艺及要求 一、支护工艺、工序及要求 （一）临时支护工艺、工序及要求 1、临时支护的数量，规格、形式 采用 3.0m 长的 12槽钢作为前探梁，每根前探梁采用 2 个 “u”型卡用螺帽固定在钢托板下面。 “u”型卡用 20mm 圆钢和 10mm 厚钢板制成，前探梁可在“u”型卡内前后移动，前探梁采用 数量为 3 根。 2、使用前探梁临时支护时工艺、工序要求 掘进机割出一个循环后，退出掘进机，使截割头落地，闭锁截 割部电机，断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关，并使用 皮带等盖好截割头， 。然后操作人员站在正式支护下，用长柄工具处 理干净顶帮活矸（煤） ，并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在 永久锚网支护下，在迎头最里挂联一片顶网，将钢带和网联好后， 在紧靠迎头锚杆上上好前探梁卡子，施工人员及时顶起网，前移前 探梁，前移前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。使用方木和木 楔接顶， 方可由外向里，找准眼位打眼，固定锚杆。 3、工作面端头与临时支护，与永久支护间的最小和最大距离 工作面与临时支护最小距离为 0.2m,最大距离为 1m。 - 18 - 工作面与永久支护最小 0.2m，最大 1m。 工作面与护帮支护最小距离 0.8m,最大距离为 1.6m。 附图 4：临时支护平、剖面图。 （二） 、永久支护工艺、工序及要求 1、永久支护材料： 锚杆：帮锚杆、顶锚杆 20mm2000mm 高强度金属锚杆； 锚索：17.8mm8300mm 低驰驰预应力钢绞线； 锚杆托盘：120mm120mm10mm 铁托盘； 锚索锁具：17.8mm 锚索专用锁具； 锚索托盘：长 300mm，14#槽钢； 钢 带： 顶钢带采用 w 钢带，长度 4300mm，眼间距 800mm，6 眼/每根，边眼距钢带边 150mm，帮钢带采用 14mm 圆钢筋焊接成 梯子型钢带，钢带长度 2800mm，由二条主筋和中间的横筋焊接而成； 主筋间距为 80mm。 锚 网： 菱形金属网； 锚固剂：msck2360 型； 2、永久支护方式 锚杆、锚索、钢带、锚网施工方法 （1） 、采用锚网索钢带永久性支护。顶锚杆采用 202000mm 的 金属锚杆，帮锚杆采用 202000mm 的金属锚杆，锚索采用 17.88300mm 的低松弛预应力钢绞线,钢带规格:采用14mm 圆钢 焊接，锚网采用菱形金属网，通过铁托盘、钢带压紧金属网，锚杆 间排距 800800，锚索间排距 1600800，锚杆用力矩扳手拧 紧，锚杆托盘规格为 120120mm，金属网搭接长度 100mm，每 150mm 连一扣，联网丝采用双股 14#铁丝，每扣拧圈不低于两圈，剩 余部分弯到铁丝网里头。顶部锚杆用 msck2360 型锚固剂两支，帮部 锚杆用 msck2360 型锚固剂一支，锚索用 msck2360 型锚固剂三支。 - 19 - 锚杆的锚固力帮锚杆不低于 50kn，顶锚杆不低于 70kn。锚杆的外露 长度，不大于 50mm。 (2)、锚索间排距 1600800mm，呈三花眼布置，每排 2 根/1 根；锚索托盘采用长 300mm，14#槽钢，每根锚索用 msck2360 型锚 固剂三支，锚固力不小于 230kn。具体布置方式见附图五。 第第 4 4 章章：施工工艺：施工工艺 第一节：施工方法第一节：施工方法 一、施工工艺 施工方案采用“三八制”循环作业方式，采用 30kwx2 局部通风 机压入式通风，风筒使用直径 800mm“双抗”胶质风筒。局扇实行 双风机、双电源，风机自动切换，并做到“三专两闭锁”，皮带运 输。 2、施工顺序：交接班安全检查割煤敲帮问顶挂网临时 支护永久支护收尾（整理工程质量标准化）。 3、支护质量要求 （1） 、9107 进风顺槽为矩形巷道，净断面：宽 4.5m高 2.8m， 净断面积：12.6，采用锚网钢带联合支护，锚杆采用 202000mm 的金属锚杆，锚杆托盘采用 10mm 厚 120120mm 的铁 托盘，托板采用 3mm 厚 4300220mm 的 w 钢带，采用 k2360 型树脂 药卷进行锚固，保证锚固力帮锚不小于 50kn、顶锚不小于 70kn，锚 杆排间距 800mm800mm；金属菱形网规格 101 米，网孔大小 - 20 - 3030的菱形网，菱形网搭接长度不小于 100mm，每隔 200mm 采 用 14#钎丝双股绑扎，扭结不少于 3 圈。锚索 17.8mm,每组间排距 1.60.8m，布置方式为二、一、二排列，每组 2 根/1 根，长度 8.3m,打到 9#煤层顶板白砂岩层内 1.21.5 m 为宜。 （3） 、采用 202000的金属锚杆和 202000高强度金 属锚杆，锚杆凿眼机为帮锚杆钻机风动手持钻机，顶锚杆眼为 mqt85 锚杆外钻机。 （4） 、临时支护采用 3.0m 长的 12槽钢作为前探梁，每根前探 梁采用 2 个“u ”型卡用螺帽固定在钢托板下面。 “u”型卡用 20mm 圆钢和 10mm 厚钢板制成，前探梁可在“u”型卡内前后移动， 前探梁采用数量为 3 根。 工作面与临时支护最小距离为 0.2m,最大距离为 1m。 工作面与永久支护最小 0.2m，最大 1m。 工作面与护邦支护最小距离 0.8m,最大距离为 1.6m。 （5） 、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。 （6） 、锚杆的锚固长度不小于 300mm,锚固力顶眼不小于 70kn， 煤巷帮眼不小于 50kn。锚索的锚固长度不小于 800mm 锚固力不小于 230kn。 第三节第三节 掘进作业掘进作业 一、掘进工艺 本项目工程采用 ebz135 综掘机破煤施工，全断面一次成型。 二、掘进工艺流程 交接班安全检查检查瓦斯割煤检查瓦斯及成型效果 - 21 - 临时支护永久支护。 三、锚网、索支护要求 （1）施工所用锚杆和树脂药卷必须购买专业生产厂家产口，产 品必须有合格证，对不符合标准的锚杆和无合格证的锚杆树脂药卷 坚决不用。 （2）药卷与锚杆孔和锚杆必须配套。使用前发现变质和超期的 药卷不许用在工程中。 （3） 、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。 （4） 、锚杆的锚固长度不小于 300mm,锚固力顶眼不小于 70kn， 煤巷帮眼不小于 50kn。锚索的锚固长度不小于 800mm 锚固力不小于 230kn。 （5） 、锚网采用菱形网，搭接长度 0.1m,用 14铁丝每 200mm 联 网一处。 （6） 、煤巷帮网使用网眼 3030的菱形铁丝网。 （7） 、交岔点支护 交岔点前后 5m 范围内加强锚索加密支护，即排距不变的基础上， 每排布置 3 根加强锚索，补强间距 1.4m,靠工作面侧锚索距帮 800mm。丁字口、十字口开口处加一排（两根）锁口锚索。 （8）特殊地段的支护方式和技术要求： 掘进工作面过松软岩层，破碎带地段时，巷道交岔点应立即 缩小钢带间距增加锚索数量及时挂网锚喷支护。巷道开口处增加三 根锁口锚索，巷道交岔点处锚索数量以 1.2m2控制面积实施补强。 - 22 - 加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板， 并有备用支柱（优质木材） 、锚杆，菱形铁丝网要有足够数量码放到 迎头 50 m 处。 在巷道特殊地段，永久支护完成时同时安装顶板离层仪，对 顶板下沉量进行监测。 在掘进过程中如遇断层、无煤柱等特殊地质构造时，要改变 支护方式，加强顶、帮支护。严禁空顶作业，严格执行“敲帮问顶” 。 采用少装药、放小炮的方式，减小炮眼装药量，特别是周边眼。严 格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度，并制定专项安全技 术措施。加强通风管理，防治瓦斯大量涌出造成瓦斯浓度变大，如 瓦斯浓度超限，应立即撤人。放炮时要对附近 20 米范围内风、水管 路和电气设备加强保护，全部人员要撤到安全区域， （直巷 100 米， 拐弯巷道 70 米。 ）撤出最后一名人员必须是安全员。 （9）锚索、锚杆安装工艺 1） 、顶锚杆安装工艺 割煤后先进行通风，排放有害气体，然后洒水降尘，清理掉顶、 帮危岩再进行临时，支超前支护，同时将顶网、钢带整平，然后联 顶网，钻锚杆眼，每完一孔后，紧固螺母套筒连接锚杆与钻机，操 作锚杆钻机将锚杆药卷送入眼底，按规定时间搅拌药卷后稍停机 1530 秒后开动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位，依次 循环进行，直至将顶锚杆全部注完毕。每排顶锚杆钻眼安装应先中 间后两帮，按规定间排距定位再钻。 - 23 - 2） 、帮锚杆安装工艺 在顶锚杆施工完毕后，进行帮锚杆安装与出煤平行作业，采用 手持式风动煤钻机带动 26mm 的麻花钻杆打锚杆眼，根据锚杆布置 图，先打上部帮眼然后将金属网上边与顶网联好，用锚杆体将锚固 树脂药卷轻轻送入眼底，用锚杆托板压住金属网，杆尾用紧固螺母 套连接风煤钻，开钻搅拌 3045 秒，达到规定要求，稍后直接将螺 母拧紧即可。为了避免回采割煤钢制帮锚对和滚筒产生碰撞接触危 险，在采帮一侧采用高强度树脂锚杆锚固。 3） 、锚索安装工艺 采用锚杆钻机钻孔、钻杆为 1m 长的 19mm 的六楞空心钻杆多 根套接使用，钻头为 25 的复合片钻头。锚索安装需三人配合，一 个操作钻机，两人拆换钻杆。钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住 药卷送入眼底，戴好连接套，开始搅拌，且钻机应缓缓上升，并保 证锚固剂到眼底，锚索药卷搅拌时间为 5060 秒，搅拌完毕停止钻 机，等待 180 秒后开始拆下搅拌器，半小时后才能用千斤涨拉锚索 （短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉） 。涨拉时，先戴上托梁 （或铁托板） 、锚具，然后用涨拉千斤锁住锚索进行涨拉，油泵压力 表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量 超过 150mm 时立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达 设计预紧力时，必须在附近 200mm 处重新补打。 4） 、加强锚索施工工艺 9107 进风顺槽顶板钢带锚杆与锚索一同打注，每班必须全部跟 - 24 - 到工作面迎头。每割一个循环进度 0.8 米，停止截割，开始打钢带、 锚索，完成支护后再开始第二次割煤。 5） 、平行作业工艺 9107 进风顺槽打帮锚杆可与割煤平行作业，滞后于综掘机后， 紧跟综掘机锚固。 6） 、支护工艺要求 根据现场顶板情况和实际岩层强度， “掘一排、支护一排” 。 为保证巷道工程质量，在每一循环之前都要检查中线情况， 如有偏差及时调整。 迎头掘出一排距离后，人员在外边有支护下用长柄工具敲帮 问顶。处理顶帮活矸、活煤，然后人员站在永久支护下，铺好顶网， 打好临时支护，照好中线竖好钻机打注顶锚杆（索） 。 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 通通 风风 一、局部通风设备选型： 本工作面采用局扇压入式通风，配备 2bkj-6.0/22 型（功率 222kw）局部扇风机。双电源供电，一台工作，一台备用，吸风量 为 250456m3/min。选用 800mm 柔性胶质风筒，保证工作面风流稳 定连续。 二、通风系统： 1、通风采用压入式通风方式，局扇必须采用双风机双电源。 2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁” 。 - 25 - 3、风筒出口距煤头距离保证不超 5m，风筒要吊挂平直，逢环 必吊，不得有死弯和破口，保证掘进头有足够的风量。 4、所有工作人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。风筒 损坏后要及时修补，以免漏风严重，造成掘进头风量不足。 施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及启动装置必须安 设在进风巷新鲜风流中，距 9107 顺槽巷道口 20 米。 掘进工作面风量计算： q掘面=60vskt =600.2511.25 1.10=175.89m3/min 式中:s-掘进巷道的毛断面积，取 11.25； v-掘进工作面的风速，取 0.25m/s； kt-掘进工作面温度调整系数，取 1.10。 （1）风量验算： 、按 ch4涌出量验算： q掘面100q 掘k 掘通=1000.542.0=202m3/min 式中:q ch4-掘进工作面的 ch4绝对涌出量取 0.54m3/min k掘通-掘进工作面的通风系数，取 2.0 q掘-掘进工作面实际需要的风量 、按人数验算：q掘面4n=46=24m3/min 式中：n掘进工作面同时工作的最多人数，取 6 人。 、按同时使用最多炸药量验算： q=25a=2511.1=277m3/min - 26 - 经过以上验算 q掘面取 277m3/min （2）风机选型： q局=klq掘面=1.2277=332m3/min 式中：q局掘进工作面局部通风机的吸风量, k1风筒漏风系数，取 1.2， 根据计算及实际通风路线长，应选用 2bkj-6.0/22 型（功率 222kw）局部扇风机，吸风量为 250456m3/min。 为了防止局扇吸循环风，局扇安放的巷道中的风量，除了保证 局部扇风机吸风量外，还应保证局部扇风机吸口至掘进工作面回风 道口之间的最低风速为每秒 0.25 米，采取下式计算： q安=q局+9s=400+911.25=500m3/min 式中:s-局扇安置的巷道净断面积，取 11.25m2 经过验算，掘进选用 2bkj-6.0/22 型局部扇风机。 三、局部通风机的安装地点和要求 1、局部通风机的安装地点 局扇通风机安装于胶带上山新鲜风流中、距 9107 顺槽巷道口 20 米。 2、局部通风机安装要求 1） 、局扇使用锚杆固定悬挂在顶板上，距离顶板 300mm 左右。 2） 、局扇开关必须上架，风筒距工作面不得大于 5m，保证工作 面有足够新鲜风流。 3） 、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现三专（专用线 - 27 - 路、专用开关、专用变压器）两闭锁（风电闭锁、瓦电闭锁） 4） 、风筒要求平直、逢环必挂，不出现拐死弯现象。 5） 、风筒接口严实不漏风，工作面风筒不落地。 6） 、必须保证风机连续运转，不准无计划停风停电。 附：通风系统示意图 第二节第二节 综合防尘综合防尘 1、防尘水源来自地面蓄水池副井筒井底车场无极绳运输 巷工作面。 2、防尘水源来自地面蓄水池主井筒工作面。 3、每 50 米设三通一个，打设支护时采取湿式打眼、定期冲刷 巷道积尘，净化风流等综合防尘措施。防止煤尘堆积。 4、防爆水棚应设置在巷道的直线段内，长度不小于 20 米，水 棚之间的排距不大于 1.5 米，水袋边与巷壁、顶板构件物间的距离 不得大于 150，水袋距道不应小于 1.8 米。 5、距掘进工作面 30m 范围内，必须安装一道净化水幕。 6、工作面作业地点 20m 内安喷雾装置进行喷雾洒水。 7、各转载点设置设三通供喷雾洒水装置，做到开机开水，停机 停水。 8、定期冲洗巷道，防止煤尘堆积。 9、对于粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。 10、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面。 - 28 - 第三节第三节 安全监控系统安全监控系统 1、在工作面煤壁 5m 范围内设甲烷传感器一台， （距帮不小于 200mm、距顶板不大于 300mm， ）报警浓度 1.0，断电浓度 1.5， 复电浓度1.0，巷道的回风侧上部，距帮不小于 200mm、距顶板 不大于 300mm，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。 在回风口以里的探头，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备 的电源。传感器与断电仪之间采用专用监控电缆连接。 2、在工作面煤壁 10-15m 范围内设甲烷传感器一台，报警浓度 1.0，断电浓度 1.0，复电浓度1.0，断电范围；掘进巷道 内所有非本质安全型电器设备。 3、在距回风口 10-15m 范围内安设甲烷传感器一台，报警浓度 1.0，断电浓度 1.0，复电浓度1.0。 4、所有传感器要求数据真实，传送信号可靠及时，动作灵敏。 甲烷传感器每 7 天必须更换一次，入井前必须进行断电试验。 5、便携式瓦检仪的配备和使用 1） 、矿级领导、队长、技术员、电钳工下井时必须携带便携式 甲烷报警仪，对巷道内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象 （甲烷报警点为 1.0）必须进行处理。 2） 、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警 时，停止工作进行处理。 第四节第四节 压风自救系统压风自救系统 根据国家煤矿安全监察局安监总煤行2007167 号“三条线”文 - 29 - 件精神，要求空压机站必须安装在地面、采用集中供气的规定，矿 井地面工业场地现设空气压缩机房，安装有 sht-250/0.8 型空气压 缩机两台，一台工作，一台备用；额定排气量 40m/min，额定排气 压力 0.80mpa；配 y 型电动机，10kv，250kw。一趟 1085 无缝 钢管管路，沿主斜井敷设将压缩空气送至井下。本工作面的风源从 地面空气压缩机房统一供风，用 4 寸钢管及 1 寸高胶管接入工作面。 第五节第五节 供水系统供水系统 1、防尘水源来自地面蓄水池副井筒井底车场无极绳运输 巷轨道上山胶带上山工作面。 2、防尘水源来自地面蓄水池主井筒工作面。 第六节第六节 压风系统压风系统 风源来自地面压风机房经 159 主压风管供井下各运输巷，再 用 100 风管接入工作面，风管布置在巷道帮，管路悬挂点距底板 高度为 1 米。供风管距工作面不超过 30 米、设三通，胶管紧跟工作 面。地面风压为 0.7mpa，迎头风压最小为 0.5mpa。 第七节第七节 防灭火防灭火 一、巷道内的电气设备做到“三无” ，杜绝失爆。 二、工作面杜绝一切明火，使用的润滑油和纸等必须存放在盖 严的铁桶内，使用过的由专人定期送往地面处理，不准乱放乱扔， 严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。 三、任何人员发现井下火灾时，应就火灾性质，灾区通风和瓦 - 30 - 斯情况立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势并迅速汇报调 度室。 四、电气设备着火时，应首先切断电源。在切断电源之前，只 准用不导电的灭火器材进行灭火。 五、对井下火灾不能直接灭火时，必须封闭火区，在确保安全 的前提下，应尽量缩小封闭火区的范围，现场的班组长，应组织人 员撤离危险区，必要时戴上自救器撤离。 六、加强用电管理，井下所有电气设备的安装和使用除严格遵 守规定外，还应正确使用各类安全保护装置，防止过电流引起火灾。 第八节第八节 供供 电电 该迎头掘进施工中，电源来自井底变电所，供电方式为集中供 电，经专用的高防开关、变压器接至工作面总开关，再用不同平方 的负荷电缆，供巷道内各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每 三米一个，电缆的垂度不大于 50mm。配电点设置在距迎头 100m 以 外的安全地点。 第九节第九节 排排 水水 根据地质说明书的有关资料，影响本区段充水的主要因素为顶板 淋头水及通过地层裂隙导入的四节石含水层，预计最大涌水量约为 0.3m3/h 左右，正常涌水量 0.1 m 3/h。该工作面主要通过小水泵，用 排水管路直接排入轨道运输巷，流入采区水仓。 - 31 - 第十节第十节 运运 输输 1、运煤、排矸 工作面煤溜（胶带下山）皮带煤仓（胶带巷）皮带 井底煤仓主皮带主斜井地面筒仓 2、运料系统 地面1t 矿车副斜井井底车场轨道大巷胶带上山工 作面 第十一节第十一节 通通 讯讯 1、井下掘进工作面通信直接与井上下各通信相联系，电话为矿 用本安型壁挂话机。 2、运输材料使用绞车时，必须使用信号联系，运煤过程中，也 必须使用信号联系。 3、各部输送机、绞车间设双向对打声光兼备信号装置。信号规 定：一停，二开，三倒。乱点为事故点。岗位工不准离岗，严禁无 人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备运行。 第五章第五章 劳动组织与主要技术经济指标劳动组织与主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 一、9107 进风顺槽施工： 1、作业方式：实行“三八制”作业方式，两班半开拓，半班 检修。 2、生产班 4 个循环，循环进度 3.2m。检修班 2 个循环，循环 进度 1.6m。 - 32 - 二、交接班、安全质量检查的准备工作 1、严格进行交接班制度，开工前，班组长、验收员、施工员、 安监员、瓦斯员首先进入工作面进行安全质量检查，并加固工作面 10m 范围内的支护，及时处理上班遗留下的隐患，再进行作业。 2、对所有设备进行检查，保证完好，正常运转。 3、保证第二运输机（可伸缩胶带运输机）的连接长度，当第二 运输机位于第一运输机未端时，需延伸第二运输机。 4、割煤运输 1） 、选用悬臂式掘进机，型号：ebz135 型 2） 、割煤方法： 截割时，按中心线左、右。先从左下定位切割煤邦，直至顶板， 然后从左向右、从下向上切割破碎中间部分，再有下向上切割修整 右邦，最后将巷道轮廓进行修整，保证不超挖、欠挖。每一次截深 800mm。 切割时，必须按照规定的切割路线切割，以免造成机体不稳， 截齿受损等不良现象，同时，掘进司机必须在培训合格后持证上岗， 杜绝非专职司机操作， （详见切割图） 3） 、操作方法：启动掘进机后，按照巷道尺寸进行定位，启动 切割机电机，靠掘进机行车履带向前进刀 0.4m 后停止行走。按照切 割程序图进行切割，切割中间部分时，水平摆动切割头到位后，使 其升高一定距离，每次升高距离不得大于 0.5m，过程中让装载臂与 溜子工作，使铲板紧贴底板，并落下后支承部，使掘进机后部略抬 高，使机器在切割过程中有较好的稳定性，如此重复、切割完一个 循环（0.8m）后，掘进机退出工作面 5m，切割臂放在底板上，切断 - 33 - 电源并闭锁后，方可进行临时支护等工序。 四、掘进机使用安全注意事项 1、司机必须经过培训持证上岗，无关人员不得擅自开机。 2、截割头必须在旋转情况下才能向煤壁钻进。 3、当截割头已钻进煤岩壁里时，不允许启动截割电机，须先退 后方可启动。 4、掘进面有煤有岩时，应先破煤在破岩，破煤时必须将五联阀 组的进给速变换手柄推入，方可缓慢地切割岩石。 5、大块掉落煤岩，需用适当方法破碎后在装载，不能用刮板机 强拉。 6、工作时若有不正常的声响，应立即停机检查，查明原因排除 故障后才允许开机。 7、当发现液压系统压力值严重波动，溢流阀经常开启，系统有 噪音和严重发热时，应立即停机检查。 8、邮箱油温超过 70c 时，须停机冷却，待降温后再开机工作。 9、截割头在工作时，若遇闷车现象，应立即停机，以防切割电 机的损坏。 10、掘进机启动时，必须先检查掘进机截割部及履带两侧无人 后，方可发出警报，报警发出 15s 后方可开启掘进机。 11、掘进机使用维护按ebz135 型悬臂式掘进机使用维护说明 书执行。 五、使用掘进机掘进应遵守下列规定： 1、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关， - 34 - 专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进 机上的电源开关。 2、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。 3、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。 4、开动掘进机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割臂附 近无人时，方可开动掘进机。 5、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用 水压不得小于 3mpa，外喷雾装置的使用水压不得小于 1.5mpa；如果 内喷雾装置的使用水压小于 3mpa 或无内喷雾装置，则必须使用外喷 雾装置和除尘器。 6、掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机切割头落 地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。 7、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或 作业。 劳动组织表劳动组织表 序号工种班次 早中晚 1带班长111 2综掘司机111 3皮带司机522 4电工311 5支护工888 6维修工3 7维修下料工711 - 35 - 8合计281414 附：附：91079107 进风顺槽进风顺槽 主要技术经济指标主要技术经济指标 序 号指 标单 位数 量 1 巷道断面（净） 12.6 2 每循环进尺 0.8 3 每班循环次数次 4 4 每班进尺 3.2 5 每日进尺 8 6 每循环煤量 10.08 7 钢筋网消耗量 /m13.6 8 锚索消耗量根/m 2.5 9 锚杆消耗量根/m 15 10 工人数名/天 56 11 效率/工 1.7 第二节第二节 循环作业循环作业 为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织 表 的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进 行、平行作业，充分利用工作时间，提高工时利用率。 第六章第六章 安全技术措施安全技术措施 第一节第一节 施工准备施工准备 一、施工前，首先传达贯彻9107 进风顺槽掘进作业规程及 - 36 - 相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格 人员必须补考且合格后再下井作业。 二、施工前，技术科必须提前给出中线，施工部门严格按线施 工。 三、施工前必须对支护和工作环境进行检查、加固、清理。 四、施工前应提前按设计要求形成正规的通风系统和其它系统， 并能正常使用，同时准备好各种支护材料和所需工具。 五、开工前必须经相关职能科室检查同意，并且持有获得批准 的作业规程后方可施工。 六、制定探放水专项措施。 七、当顶板遇水时在顶板安设导水管。有积水时及时安设水泵 排除。必要时施工水泵窝。 第二节第二节 一通三防一通三防 （一）（一） 、通风瓦斯管理、通风瓦斯管理 1、局部通风机装置