煤矿12上101运顺及回顺过断层掘进作业规程.doc

x煤矿31上煤辅运下山和31上煤二盘区辅运巷掘进作业规程 xxx煤矿12上101运顺及回顺过断层掘进作业规程编制单位：综掘七队队 长： 时间： 年 月 日编 制： 时间： 年 月 日127 x煤矿12上101运顺及回顺过断层掘进作业规程编写依据1、经过审批的12上101运顺及回顺过断层施工图2、经过审批的12上101运顺及回顺过断层施工任务书及相关的地质预测预报和素描资料（2017年1月）3、x煤矿12上101运顺及回顺过断层供电系统整定及短路电流计算书4、煤矿安全规程，2016版 5、操作规程6、煤炭工业技术政策7、x煤炭集团生产技术管理若干规定8、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法9、安全质量标准化标准考核评级办法实施细则汇编（第四版）10、x煤炭集团“一通三防”管理实施细则11、煤矿防治水规定12、安全生产事故应急救援预案和灾害预防处理计划，2016 13、x煤炭集团作业规程评比管理办法14、煤矿工业技术政策15、x集团掘进安全生产技术管理企业暂行规范16、x煤炭集团安全制度汇编17、x煤炭集团生产技术管理制度汇编，201518、x煤炭集团安全监测监控管理办法19、AQ2009-07煤矿安全监测监控系统使用规范20、煤矿井下粉尘综合防治技术规范 AQ1020-200621、煤矿井下供电的三大保护细则22、煤炭工业设计规范，GB50215-2005 23、煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行），国家安全监管总局、国家煤矿安监局，（安监总煤装201133号文） 24、综掘机工作面技术装备资料，（联机配套附带） 25、开拓准备中心机电设备完好标准，2016 26、x煤炭集团矿井采掘工作面作业规程管理办法，201627、x煤炭集团煤质管理实施细则，201628、各种相关管理制度，如工作面交接班制度、机电设备维修保养制度、胶轮车辅助运输管理制度等29、x煤炭集团图纸制作标准30、煤矿安全质量标准化31、相邻采区矿压类比资料32、机械设计手册33、开拓生产管理制度汇编、开拓“一通三防”管理制度 2017危险源辨识及风险评估一、危险源及后果描述：跟班队长未检查顶板、巷帮情况或检查不到位，不能及时发现巷道片帮、顶板冒落，造成人员伤害； 管理标准：工作面接班后必须由跟班队长对巷道进行敲帮问顶，发现问题立即处理，并填写班前评估记录，无法处理的必须立即采取措施预防事故发生，并及时向矿调度室汇报。 管理措施：安检员根据现场情况检查班前安全评估记录，发现未按要求检查或填写，对跟班队长进行相应处罚。 二、危险源及后果描述：处理片帮时，人员未按作业规程要求作业处理过程中被落岩砸伤管理标准： 1.支护工发现有顶板冒落或片帮现象时，首先撤离现场工作人员，观察冒落和片帮的面积、厚度，并预测冒落的方向和方位，选择顶板完好、浮矸的落地2.0m以外的地点站立； 2.支护工必须佩戴手套，一只手紧靠防护套，另一只手握住金属杆尾部； 3.支护工根据所处理的片帮、冒顶的高度选择长度应为所处理的高度的1.1倍以上的专用工具，使用敲帮问顶工具时，必须确认身边无人； 4.支护工处理破碎区域的顶板浮矸时，敲帮问顶工具与水平面的夹角小于45，由外向里逐步处理；片帮严重或冒顶厚度较大的情况下，要边处理边支护(处理1m支护1m)，一般采用锚杆、网片支护,对破碎严重区域必须采取锚索支护；严禁人员进入空顶区； 5.支护工处理片帮时，必须由上向下，由一边到另一边逐步进行。管理措施：1.技术员对新进员工进行敲帮问顶相关知识和方法的培训；2.跟班队长在日常工作中不定期监督员工的敲帮问顶情况，发现未按要求进行敲帮问顶，立即要求其整改，并进行相应处罚。三、危险源及后果描述：顶板及帮有离层、鳞皮，巷道片帮伤人管理标准：顶板完好、无离层煤、破碎带，两帮无片帮迹象，锚杆扭矩必须达到100Nm，锚固力达到5T以上，交岔点必须采用锚索加强支护管理措施：1.人员处理破碎区域的顶板浮矸时，敲帮问顶工具与水平面的夹角小于45，由外向里逐步处理；片帮严重或冒顶厚度较大的情况下，要边处理边支护(处理1m支护1m)，一般采用锚网支护,对破碎严重区域必须采取锚索支护；严禁人员进入空顶区；2.处理片帮时，必须由上向下，由一边到另一边逐步进行。四、危险源及后果描述：瓦检员未检查有害气体浓度或检查不到位，出现错检、漏检、假检等现象，不能及时发现有害气体超限，造成缺氧窒息、有害气体中毒、瓦斯燃烧或爆炸管理标准：1.瓦斯检查员每班对工作面的瓦斯和二氧化碳浓度随时检测； 2.要求每班检查瓦斯和二氧化碳浓度的地点，检查时间间隔要均匀每两时至少检查1次，严禁在半班内完成全部检查次数；3.每次检查完毕后及时填写记录及牌板，记录要做到“三对口”，字迹要工整、清晰，严禁虚填假签，杜绝空班、脱岗。管理措施：1.由瓦斯检查员、安检员负责监督工作面的瓦斯检查情况，发现问题及时纠正；2.严禁瓦斯空班漏检。五、危险源及后果描述：作业区域封闭不严，人员及车辆靠近造成伤害管理标准：1.作业区域设置一道栅栏，严禁人员及车辆入内，并挂设生产区域严禁入内； x煤矿12上101运顺及回顺过断层掘进作业规程目 录编写依据1危险源辨识及风险评估1第一章 工程概况5第二章 地面相对位置及地质概述6第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况6第二节 煤层赋存特征及地质构造7第三章 巷道布置及支护说明8第一节 巷道布置8第二节 支护设计9第三节 矿压观测14第四章 工程施工方法及工艺16第一节 施工方法16第二节 支护工艺19第三节 工作面其它安排21第四节 施工设备23第五章 生产系统27第一节 运输系统27第二节 通风系统27第三节 供电系统34第四节 供、排水系统45第五节 综合防尘系统48第六节 防灭火系统49第七节 防灭火设计53第八节 通讯联络系统54第九节 车辆人员定位系统56第十节 安全监控系统58第十一节 压风自救系统61第十二节 供水施救系统64第十三节 安全紧急避险系统65第六章 工作面工程质量及煤质管理73第一节 工作面工程质量标准73第二节 机电设备管理标准75第三节 硐室管理标准76第四节 文明卫生管理标准77第五节 煤质指标及现场管理措施79第六节 动态达标80第七章 劳动组织及工作面主要经济技术指标84第一节 劳动组织84第二节 作业循环84第三节 主要经济技术指标表86第四节 劳动组织表86第八章 工作面灾害防治88第一节 井下避灾的基本原则及要求88第二节 水灾事故的防治92第三节 火灾事故的防治94第四节 瓦斯事故的预防、粉尘事故的防治97第五节 顶板事故的防治99第六节 避灾路线103第九章 工作面安全技术措施104第一节 工作面“一通三防”安全技术措施104第二节 掘进安全技术措施110第三节 过富水区防治水及防溃水、溃沙安全技术措施111第四节 油脂管理安全技术措施113第五节 顶、帮管理安全技术措施114第六节 包角、挂网安全技术措施115第七节 顶板支护安全技术措施116第八节 敲帮问顶管理技术措施117第九节 过地质构造带安全技术措施118第十节 机电管理安全技术措施120第十一节 设备操作安全技术措施121第十二节 设备运行安全技术措施123第十三节 停送电安全技术措施126第十四节 职业危害防治安全技术措施127第十五节 盲巷管理安全技术措施131第十六节 巷道定期巡查维护的安全技术措施131第十七节 大型设备吊装、 下井、捆绑安全技术措施132第十八节 辅助运输安全技术措施134第十九节 防治水安全技术措施137第二十节 与小窑、老巷、采空区贯通应急救援安全技术措施141第二十一节 施工锚杆、锚索安全技术措施142第二十二节 其它安全技术措施143第十章 危险源辨识和防范措施146第一节 综掘机司机危险源辨识和防范措施146第二节 锚杆机司机危险源辨识和防范措施147第三节 装载机司机危险源辨识和防范措施149第四节 维修钳工危险源辨识和防范措施150第五节 维修电工危险源辨识和防范措施153第六节 支护工危险源辨识和防范措施156第七节电气焊工危险源辨识和防范措施158第八节普工岗位危险源辨识和防范措施160第九节锚杆机司机岗位危险源辨识和防范措施161第十节管理人员岗位危险源辨识和防范措施163第十一章 作业规程学习及考试记录165第一节 规程学习贯彻165第二节 作业规程考试166第一章 工程概况本章介绍了巷道名称及掘进工作面位置、相邻巷道的关系，巷道用途、工程量及开竣工时间等。一、巷道位置及用途（一）巷道名称x煤矿12上101运顺及回顺过断层掘进工作面。（二）巷道位置位于12上101综采面。（三）掘进的目的及用途12上101运顺及回顺为12上101综采工作面回采巷道。二、巷道设计长度和开竣工时间（一）工程量计算12上101运顺及回顺过断层工程量为193m。巷道工程量详见表1-1-1。表：1-1-1 巷道工程量巷道名称长度（m）宽度x高度（）备注12上101运顺965.4x3.312上101回顺975.4x3.3合 计193（二）预计开竣工时间预计2017年2月8日开工，2017年3月28日竣工，工期约为49天。附图:1-1-1 12上101运顺及回顺过断层巷道布置图。第二章 地面相对位置及地质概述本章介绍了掘进工作面地面相对位置、煤层厚度、产状、煤质、煤层顶底板的岩性、掘进范围内的地质构造、水文特征、影响掘进的一些因素、工作面的储量及服务时间等资料，供掘进过程中参考。第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表2-1-1 地面相对位置及临近盘区开采情况表概况煤层12上回风巷设计长度（m）97掘进方位320运输巷设计长度（m）96 地面标高（m）1242.2-1294.39煤层底板标高（m）1110.85-1153.64地面相对位置位于巴图塔装车站东侧150m。井下位置及邻区情况运顺过断层段巷道东侧靠近12上102采空区，设计煤柱20m，西侧为实体煤，回顺段巷道两侧全部为实体煤。巷道性质及用途12上101工作面运输及回风。巷道围岩特征两巷均为过断层巷道，断层面两侧巷道围岩稳定性差，运输顺槽靠近12上102采空区，巷道稳定性差。地质 情况根据12上102回风顺槽及12上101回风顺槽揭露12上F1断层落差分析，本次过12上101-1运输顺槽段断层落差7.85m，回风侧断层落差8.78m。水文地质情况运顺过断层段因靠近12上102采空区，设计煤柱20m，预计正常涌水量20m3/h,最大涌水量100m3/h；回风侧正常涌水量5m3/h,最大 涌水量20m3/h。煤层 特征过断层段煤层厚度2.66m，距离煤层底板0.8m有一层0.3-0.4m厚夹矸。煤层顶底板情况顶、底板岩石名称厚度（m）岩性特征直接顶泥岩17.33 灰绿色，杂色，泥质结构，快状沟造。直接底粉砂岩2.08灰绿色，粉砂质结构，层状构造。老底无附图: 2-1-1 12上101运顺及回顺过断层井上下对照图。第二节 煤层赋存特征及地质构造表2-2-1 影响因素及存在问题影响掘进的其它因素瓦斯瓦斯含量低，属于二氧化碳氮气或甲烷氮气带煤尘煤尘爆炸性指数为39%，属易爆煤层。煤的自燃属易自燃煤层，发火期3040天。地温无地温异常，地温梯度一般在1.52/100m之间。存在问题及建 议1、回风巷靠近12上102采空区，设计煤柱20m，采空区积水量约17万方，建议在掘进前进行钻探侧。2、过断层期间短掘短支。附图：2-2-1 12上101运顺及回顺过断层煤层综合柱状图第三章 巷道布置及支护说明本章主要介绍巷道布置、层位、断面形状及尺寸、开口位置、方位角、支护形式、主要技术参数、矿压观测手段及方法等。第一节 巷道布置x煤矿12上101运顺及回顺过断层工作面布置在x煤矿12上煤层中，掘进时严格按照设计施工图掘进。一、施工方法设备布置到已施工完毕的12上101运顺500m处，并在此开口，先施工12上101运顺，然后再施工12上101回顺。单巷掘进，掘进一个循环后及时支护，随后进行第二个循环作业。1、12上101运顺：掘进长度96（全岩巷33米，半煤岩42米，煤巷21米），水平施工10m，然后6下山掘进，掘进至43.5m时打钻孔更正掘进坡度，巷道过完断层见到12上煤层底板，沿煤层底板掘进6米停掘。2、12上101回顺：掘进长度97米（全岩巷26米，半煤岩65米，煤巷6米），水平掘进10m，然后6下山掘进，巷道过完断层见到12上煤层底板，沿煤层底板掘进6米停掘。二、巷道参数巷道尺寸具体要求见下表： 表3-1-1 巷道尺寸参数表 规 格巷道名称掘进尺寸（m）断面积（m2）长宽高12上101运顺965.43.317.8212上101回顺975.43.317.82第二节 支护设计一、巷道支护形式及空顶距确定根据x矿实际的支护经验和综掘机掘进本身的支护工艺情况，确定12上煤101运顺及回顺过断层采用“锚杆锚索+钢筋网片+W钢带”联合方式支护。正常施工作业时，最大空顶距为4.8m，作业循环进度为4m（指在顶板稳定的条件下，无裂隙、变化带、断层或冒顶迹象）；遇地质构造、变化带、顶板破碎时短掘短支，最大空顶距为1.8m，循环进度为1.0m。遇有片帮、裂隙等构造时，及时挂帮网支护。二、巷道支护设计（一）支护材料及支护参数表3-2-1 支护材料规格一览表材料名称材料规格备注顶锚杆162100mm圆钢金属锚杆顶支护帮锚杆161600 mm圆钢金属锚杆帮支护锚 索17.88000 mm顶支护锚 索17.83000 mm帮支护碟形托盘1501508 mm顶、帮支护锚索托盘30030012mm锚索支护树 脂K型2350mm顶、帮锚杆、锚索钢筋网片6.5150150mm 5.61.1 m顶帮支护顶部支护：锚杆为162100 mm圆钢树脂锚杆，麻花锚固端350mm。锚杆托盘为1501508 mm钢制碟形托盘，外露长度不大于50mm，扭矩不小于100Nm，锚固力不小于49KN，配套K型2350树脂，每根锚杆1支树脂，锚杆间排距为1000*1000mm，顶部6套锚杆。顶部配套钢筋网:6.5150150 mm，网片长宽为5.61.1 m，网片搭接100mm，每相间300mm采用10#双股铅丝绑扎，详见支护平断面图。帮支护：锚杆为161600 mm圆钢金属锚杆，锚杆托盘为1501508mm钢制碟形托盘，外露长度不大于50mm，扭矩不小于100Nm,锚固力不小于49KN，配套K型2350树脂，每根锚杆1支树脂，锚杆间排距为1000*1000mm，帮部6套锚杆。钢筋网:6.5150150 mm，网片长宽为网片5.61.1 m，搭接100mm，每相间300mm采用10#双股铅丝绑扎，详见支护平断面图。顶锚索规格:17.88000 mm钢绞线，锚固段长度1.5 m；锚索托盘：30030012mm钢制托盘，外露长度不大于250 mm，配套K型2350树脂，每根锚索3支树脂。锚索间排距为20002000mm，布置于巷道顶部，每排2套。孔深允许偏差范围为0+50mm，孔距允许偏差范围为200mm，成孔直径不大于28mm。锚索初涨力不得小于14吨，抗拔力不得小于22.4吨，破断拉力不得小于33.7吨。帮锚索规格:17.83000 mm钢绞线，锚固段长度1.5 m；锚索托盘：30030012 mm钢制托盘，外露长度不大于250 mm，配套K型2350树脂，每根锚索3支树脂。锚索间排距为15002000mm，布置于巷道两帮，每排2套。孔深允许偏差范围为0+50mm，孔距允许偏差范围为200mm，成孔直径不大于28mm。锚索初涨力不得小于14吨，抗拔力不得小于22.4吨，破断拉力不得小于33.7吨。特殊支护 1）掘进遇到地质构造，顶板破碎、离层、掉渣严重两帮片帮严重、易冒落时，应根据实际情况短掘短支。具体情况由当班队长确认。2）要求压边平直，帮网与顶网搭接严密，锚杆间排距、扭矩符合上述要求。3）当遇断层、冲刷体等特殊地质构造时，根据现场实际及时编制安全技术措施，改变支护形式，按审批后安全技术措施执行。4）各班组支护工支护每循环最后一排锚杆时，支护数目视顶板情况确定。（二）支护参数验算（以下以宽5.40m、高3.3m巷道进行计算）1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足： LL1L2L3式中 L锚杆总长，mm； L1锚杆外露长（托盘厚度螺母厚度2050mm，取50mm）； L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），mm； L3锚杆锚入稳定岩层的深度（顶锚杆去800，帮锚杆取600），mm； 普氏免压拱高： bB/2Htan(45-帮/2)/f顶 煤帮破碎深度:cHtan(45-帮/2) 式中 B、H巷道掘进跨度和高度，B=5400mm，H3300mm； f顶顶板岩石普氏系数，f顶取3； 帮两帮围岩的内摩擦角，帮取63.43； b5400/23300tan(45-63.43/2)/31159.7mm c3300tan(45-63.43/2)779.2mm所以顶锚杆长 L顶50+1159.7+800 2009.7mm帮锚杆长 L帮50+779.2+600 1429.2mm依据上述公式计算可知：选取的顶锚杆长L顶2100mm2009.7mm，帮锚杆长L帮1600mm1429.2mm。故所选锚杆长度均能满足设计要求。2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距 每根锚杆悬吊岩体重量G=L2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数k,取k=1.5 G kQ a（Q/L2 ）1/2式中：岩体容重，2.36t/m3；L2有效长度，ma排距，m所选顶锚杆的锚固力Q4.9t，计算的顶锚杆a1.09m，因此顶锚杆排距参数能满足计算结果3、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用17.88000mm的锚索，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度，按锚杆长度的整体冒落考虑。在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索排距： LnF2/BH-（2F1sin）/L1式中 L锚索排距，m； B巷道最大冒落宽度，5.40m； H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.1m； 岩体容重，26.7KN/m3； L1锚杆排距，1.0m； F1锚杆锚固力，49KN； F2锚索极限承载力，取337KN； 角锚杆与巷道顶板的夹角，90； n每排锚索数，取2。通过上述计算，解得 L=3.3m，锚索排距应小于3.3m，所以设计锚索间排距满足要求。附图: 3-2-1 12上101运顺及回顺过断层平、断面支护图。三、支护注意事项1、顶锚索支护2m一排，间距2.0m，每排2套，顶板破碎时锚索加密支护。2、顶网片支护必须保证长钢筋在下，短钢筋靠顶的原则。3、正常情况下，巷道锚索滞后工作面最大距离5m，帮网滞后工作面最大距离15m，片帮、鳞片、顶板破碎等特殊情况下，帮网及锚索必须及时支护。第三节 矿压观测根据现场实际需要，在12上煤101运顺及回顺过断层工作面进行离层监测，对支护锚杆进行扭矩和拉力检测。一、锚杆测试要求每10根锚杆抽查1根锚杆扭矩，失效锚杆进行紧固或重新补打；巷道每300根抽样一组（3根）进行锚固力测试，此项工作由队技术员和验收员共同实施。将测试锚杆进行挂牌管理，标明测试结果，并做好记录。附表：3-3-1 矿压观测内容、目的及手段一览表。表3-3-1 矿压观测内容、目的及手段一览表序号观测内容观测目的测试手段1顶板离层监测顶板稳定状况顶板离层监测仪2锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手3锚杆拉力检查锚杆的支护强度锚杆拉力计二、锚索测试要求1、对于批量施工的锚索支护，每300套锚索范围内所打锚索检查3套。并将测试锚索进行挂牌管理，标明测试结果，并做好记录。2、对于零星工程一般按照总量的5%进行抽查，不足5套的检查一套。并将测试锚索进行挂牌管理，标明测试结果，并做好记录。3、对于零星重点工程锚索支护，按照总量的10%进行抽查。4、每间隔50m测试锚索一套，并将测试锚索结果进行挂牌管理，标明测试结果，并做好记录。三、矿压观测管理1、离层仪安装要求：巷道在掘进100m后开始在巷道顶板（巷道中间位置）布置顶板离层监测仪进行顶板稳定状况监测，对于断层及顶板破碎带，联巷口等特殊条件下的巷道补打顶板离层仪。2、顶板离层仪深部、浅部读数安装预设定值统一为10mm。当深孔读数超过40mm时，观测人应向矿生产办及总工程师汇报，队内及时采取措施加强支护；当深孔读数超过80mm时，由生产办向公司生产管理部汇报，研究方案制定措施并跟踪落实。 3、顶板离层仪实行现场挂牌管理，队内对缺失、损坏牌板及时安排更换。4、采集数据人员每周观测一次，填写观测牌板和观测记录，必须保证数据准确完整。5、采集数据人员负责现场观测、数据采集整理、结论分析，每月将结果向矿生产办汇报，此项工作由技术员实施。第四章 工程施工方法及工艺本章介绍了掘进工作面工程施工破、装、运、支等环节工艺、工作面设备配备及技术特征等。第一节 施工方法巷道掘进采用EBZ200型综掘机来完成割煤和装煤工序，用CMM2-15型锚杆机进行巷道顶帮支护，用防爆胶轮车运矸石，通过胶带输送机运煤。人员、材料和设备的运送选用防爆材料车来完成，用FBZL16防爆装载机进行清理浮煤工作。形成工作面割煤、装煤、运煤、清煤、支护等工序全部机械化作业的施工方法。一、掘进方式设备布置到已施工完毕的12上101运顺500m处，并在此开口，先施工12上101运顺，然后再施工12上101回顺。单巷掘进，掘进一个循环后及时支护，随后进行第二个循环作业。1、12上101运顺：掘进长度96（全岩巷33米，半煤岩42米，煤巷21米），水平施工10m，然后6下山掘进，掘进至43.5m时打钻孔更正掘进坡度，巷道过完断层见到12上煤层底板，沿煤层底板掘进6米停掘。2、12上101回顺：掘进长度97米（全岩巷26米，半煤岩65米，煤巷6米），水平掘进10m，然后6下山掘进，巷道过完断层见到12上煤层底板，沿煤层底板掘进6米停掘。二、掘进工艺1、落煤（岩）工序EBZ200型综掘机通过其截割头的切割运动完成对煤或岩石的破碎。切割作业需视巷道围岩硬度的变化、煤岩分布情况及其破碎难易程度而定，若岩坚硬、致密难以破碎，应在断面底部开始掘进；若岩较为松软容易破碎，应在断面顶部开始掘进；若断面为半煤岩，应在煤岩结合处的煤层一侧开始掘进。总之，应当根据煤岩的构成特点选择最合适的切割方法。截割工艺：（1）掏窝槽截割头首次横向切割（水平摆动）之前，必须先在断面内挖掘一个窝槽。对中等或中等以上的硬度的岩石，先在断面的中心底部开槽。在窝槽的开掘过程中，转动着的截割头，依靠掘进机伸缩油缸向前推进，同时继续地左右摆动，逐步完成掏槽工作。注意：当掘进机向前掏槽时，切勿使切割臂处于左、右极限位置，机器向前移动应先将切割臂从左、右极限位置先内收回150200毫米。一次掏槽深度小于300mm，摆动距离大于500mm。否则可能磨损截割头连接部。（2）横向切割窝槽开掘完成后，让装载部与刮板机工作，运走切割下的物料。然后将铲板和后支撑靴稳定装置下落紧贴底板，将掘进机略抬起，使机器在切割作业时有较好的稳定性。矩形巷道切割方法：水平摆动转动着的截割头沿巷道断面的宽度方向水平切割，开掘横槽。截割头移动到位后，使其升高一个距离即跨距，跨距需小于300mm，接着往回摆动截割头继续进行水平切割。多次重复以上动作，直至完成整个矩形工作面。附图4-1-1：矩形巷道进刀方式示意图2、装煤（矸石）工序及具体要求综掘机采用自动装岩方式。综掘机装有收集头机构和中部输送机。综掘机截割时，煤（矸石）落入收集头机构，耙爪连续运转，中部输送机将割落的煤（矸石）转运到等候在后面的胶轮车车斗内。3、运煤（矸石）工序及具体要求掘进工作面运煤由防爆车来完成，防爆车司机开车前，必须给煤机司机信号，确认四周无人后方可开车。4、锚杆支护工序及具体要求由于单巷施工，故掘进与支护交替进行，待综掘机完成一个循环，并调整好位置后，锚杆支护工利用CMM2-15型锚杆机进行顶锚杆支护。5、浮煤、浮矸清理及具体要求巷道中的大块及较多的浮矸由装载机清理。剩余少量矸石由人工清理，人工清浮矸时，必须在综掘机、防爆车停止作业时进行。确保巷道干净、畅通。6、施工放线要求掘进时，工作面到达变动坡度前由地测站在巷道内标定一组中腰线，中线为巷道正中线，腰线激光据顶板0.3米，以确保掘进质量。7、工作面循环进度确定为了充分发挥设备效率，提高单进水平，根据工作面地质特征、顶板岩性，矿压观测资料确定循环进度。1）当裂隙不发育，围岩完整时，循环进度确定为4米；2）当遇地质构造，裂隙发育、顶板破碎，发生离层、掉渣，淋水加大，局部冒顶，帮部破碎不稳定、片帮等现象时，必须短掘短支，循环进度确定为1米,由当班跟班队长现场确认，决定循环进度及支护工艺和工序，并汇报值班室。8、工作面最小空顶、最大空顶距确定为了保证综掘机截割岩体时不致破坏最前面已支护的顶部锚杆和网片，根据综掘机截割头形状和尺寸，确定最小空顶距为0.8米；正规循环进尺为4米，因此工作面最大空顶距为4.8米。第二节 支护工艺两臂锚杆机支护的工艺过程：定网定位钻眼安装锚杆连网。顶板及两帮岩性完好时，遇地质构造、变化带、顶板破碎时短掘短支锚索加密补强支护，遇有片帮、裂隙等构造时帮网紧跟工作面。两帮有片帮现象时，两帮应及时采用钢筋网+锚杆支护到工作面后方可开机掘进。掘进机移动前所有人必须由跟班队干将人员撤离到设备运行安全区域以外，由跟班队干向煤机司机发出指令后方可启动，防止掘进机行走移动过程中造成人员伤害。支护过程中做到开机开水，停机停水，尽可能减少用水量。支护前首先必须由跟班队干和班长使用专用工具对未支护区域进行敲帮问顶，作业时一人监护，一人操作，发现顶板及两帮上有活矸时及处理干净，确认顶板及两帮无隐患时，方可组织支护人员进行作业。检修班务必按规程规定将顶锚杆、锚索、帮锚杆支护到位。两个生产班，支护不到位严禁下一生产班掘进。一、支护工艺1、定网：先把锚杆机调整到已支护巷道中心位置，在距未支护区域两米处伸开两侧临时支撑，停电闭锁后上铺网片，然后铺到临时支撑上，再开启锚杆机慢行到待支护位置升起临时支撑距顶板5-10厘米，前后移动临时支撑调整网片位置，如调整不到位，锚杆机停电闭锁后人员站在距最后一排已支护锚杆1m外用专用工具调整网片位置到接茬处。网片位置调整好后升起临时支撑与顶板贴实。2、定位：依据激光中心线和锚杆间距，确定锚杆的布置位置。3、钻眼：将锚杆机调整到设计锚杆打设位置，操作给进阀使钻头刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作给进阀，使钻头在顶板上钻一小窝，接着操作快速给进阀，钻眼深度达钻杆上的标记长度时，退出钻杆。4、安装锚杆：支护工先给眼孔内装入药卷，用已经上好托盘和螺母的锚杆将树脂药卷顶入眼内，将专用搅拌杆安在钻臂上，然后将锚杆的尾部套在搅拌杆上，慢慢升起钻臂把锚杆同药卷送入孔底，并捅破药卷搅拌，托盘与顶板间应留5 mm左右的间隙，旋转搅拌器但不进给，搅拌10-15秒（以树脂说明书为准），停止旋转将钻臂升起使托盘与顶板紧密接触，等待30-40秒，只旋转不推进直至剪断锚杆销。锚杆安装结束。5、连网：每相间200mm用10#铅丝双股绑扎一道。6、顶锚杆扭矩达到100Nm，锚固力不小于49KN，锚杆外露长度不大于50 mm。紧固螺母用锚杆机紧固，对未达到扭矩的锚杆要求人工二次紧固，紧固过程中出现失效锚杆必须及时补打。二、锚索支护要求1、锚索支护采用矩形布置，严格按照锚索支护设计方式进行支护。2、17.88000mm锚索眼深78007900mm，每孔不少于3支药卷，药卷搅拌时间为1012秒，严禁随意截短药卷或钢绞线。3、锚索初涨力不小于14t，抗拔力不小于22.4t，锚索应尽量与岩层面垂直布置，外露长度不得大于250mm。4、在支护300套锚索范围内做一组（3套）锚索拉力实验，并进行挂牌管理，由技术员负责试验。第三节 工作面其它安排一、缆线、水管吊挂1、供电电缆、信号传输线、水管布置在巷道左帮。2、电缆钩安装孔距离底板2.4m，间距1.2m，从上到下的吊挂顺序依次为信号电缆、低压电缆、高压电缆，不允许同一个电缆钩槽内敷设多根电缆。同类型的电缆在电缆钩上敷设时，从上到下按直径由小到大排列。3、电缆必须平直，电缆标识明确、清晰，电缆钩间距1m。跟机电缆要求整齐的摆放在电缆车内，电缆之间不允许交叉，盘放成8字型，圈数不得超过10圈。4、供水管（108mm）、排水管（159mm）和压风管（108mm）采用水管家支撑，水管架安装孔距离底板1.5m，间距3m，供水管、压风管在上，排水管在下。5、严格控制水管架及电缆钩的吊挂高度及间距，要求缆线、管路整体各成一条直线，无明显弯曲。二、巷道底板维护及处理由于设备行走时对巷道底板破坏性较大，该区域巷道底板含泥岩，遇水软化，强度大大降低，经设备碾压后，很容易破坏底板，导致设备、车辆行走困难，因此必须及时对辅助运输巷道中较大的坑洼处且影响行车的地方进行铺垫，对于底板破坏严重的，要铺垫片石、碎石。三、巷道文明生产分工及要求1、生产前将工作面的积水抽排干净。2、各设备司机打扫本职工作范围内的卫生及杂物。3、由班长负责安排清理巷道内浮煤、淤泥。4、交接班地点距工作面迎头不大于200m。四、施工放线要求每掘进50m由地测站放一组中腰线，每掘进100m由地测站校核一次中线。当激光不正或激光距离工作面迎头较远导致亮度不够时不准施工，并要求及时矫正及延伸激光。五、风筒吊挂风筒直径800mm，距离巷道右帮0.5m先把8#铁丝拴在顶板网片上，铁丝必须拉紧拉直，用14#铁丝把风筒吊挂在巷道顶板铁丝上。风筒吊挂要靠帮、靠顶、平直，逢环必挂，遇到有顶板冒落区或巷道顶板高低不平时，要缓慢过渡，过渡区内的风筒也要吊挂平直，接口必须使用风筒接口器，不允许拐死弯，风筒距掘进工作面不得超过规定值。第四节 施工设备一、工作面主要施工设备巷道采用一台EBZ200型号综掘机完成掘进面破岩、装岩工序。岩巷使用防爆胶轮车将矸石运输到排矸巷，煤直接通过皮带运输至布尔台煤仓。由于单巷施工，故掘进与支护交替进行，用一台CMM2-15型两臂锚杆机来完成巷道的锚杆、锚索的支护工作。用一台FBZL-16型号防爆装载机完成材料及小型设备的运送、搬移以及巷道浮矸的清理工作，从而形成综掘掘进工作面破煤、装煤、运煤、清煤、支护等工序的施工方法。使用的各设备配备表详见表4-4-1，主要技术特征表详见表4-4-2至表4-4-5。表4-4-1：工作面设备配备表序号设备名称规格型号数量1综掘机EBZ20012装载机FBZL-1613防爆车WCQ-5B34锚杆机CMM2-151表4-4-2：EBZ200型岩巷掘进机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数长*宽*高12.47*3.6*1.86m重量72T油泵功率122.3KW截割电机功率200kW电压1140V切割煤岩抗压硬度90 MPa总 功 率414 KW 卧底深度290mm截割高度4.68m最大截割宽度5.8m爬坡能力18生产厂家沈阳三一重工表4-4-3：CMM2-15型锚杆机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数钻臂数量2总功率45KW支护高度4.2电压1140重量16T外形尺寸560013002020爬坡能力150适应巷道断面23m2 表4-4-4：FBZL-16型装载机技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数型 号FBZL-16额定功率92 KW额定载量3000kg额定斗容1.7 m3柴油机防爆净功率75kw最小离地距离340mm爬坡能力140最高车速32km/h外型尺寸708023702650mm出产厂家常州表4-4-5：WCQ-5B防爆运料车主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数型号WCQ-5B型最小离地间隙215mm 柴油机功率75kw爬坡能力140额定载重量5.0t最高速度30km/h整车重7.5 t外型尺寸650019602000mm出产厂家常州科技第五章 生产系统本章主要介绍运输系统，通风系统，供电系统，供、排水系统，综合防尘系统，防灭火系统，防灭火设计，通讯联络系统，人员定位系统，安全监控系统，压风自救系统，供水施救系统及安全紧急避险系统等十二大系统。第一节 运输系统一、主运输系统煤（半煤岩）综掘机防爆胶轮车跨骑（12煤西胶运皮带）皮带岩综掘机防爆胶轮车12上101运顺12上101集运12上102运顺12上辅运大巷西辅运大巷12117运顺西部排矸巷二、辅助运输路线地面 辅运平硐 西辅运大巷12上辅运大巷12上102运顺12上101集中运输巷12上101运顺 掘进工作面三、运输方式采用防爆胶轮车和皮带运输的方式运煤（岩），工作面所需物料通过防爆材料车或人工搬运方式进行运送。附图:5-1-1 12上101运顺及回顺过断层运输系统图。第二节 通风系统一、工作面通风方法的选择与确定风筒采用800mm抗静电阻燃风筒，风筒吊挂在巷道右帮侧网片上。风筒采用双反压边连接，风筒逢环必挂，吊挂平直，迎头风筒不得落地，风筒出口到工作面迎头的距离符合要求。（一）通风方法该工作面掘进，采用两台局部通风机（一台备用）压入式通风，局部通风机安设在12上101运顺，用风机安装架固定，紧靠帮安设。风机出口接三叉风筒将专用、备用风机的伸缩型钢圈风筒汇到一起，后面接正压抗静电阻燃风筒至工作面。（二）工作面风量计算掘进工作面不使用炸药，因此工作面风量计算按瓦斯、二氧化碳涌出量及工作面风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等分别进行计算，取其中最大值。1、按岩巷二氧化碳涌出量计算：Q掘=100q掘K掘通=1000.181.5=27m3/min式中: Q掘掘进巷道所需风量，m3/min；K掘通二氧化碳涌出不均衡系数，取1.5。q掘掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，根据x矿2016年度瓦斯等级鉴定结果报告，瓦斯掘进涌出量0.14 m3/min,二氧化碳涌出量0.18 m3/min；2、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量:Q掘=4N=422=88m3/min式中: Q掘按人数计算掘进工作面所需风量，m3/min；4供风标准，m3/min.人； N工作面最多作业人数，22人。3、按掘进工作面最低风速0.25 m/s计算工作面需要的最小风量: Q掘0.2560S0.2560（5.43.3）267.3m3/min式中: 0.25煤矿安全规程规定半煤巷的最低风速不得小于0.25m/s； 60单位换算系数，由m3s换算为m3min；S掘进巷道断面积，17.82m2；4、按防爆胶轮车需要风量计算Q柴油车=5.44NPK=5.443300.50=244.8m3/min式中： Q柴油车该地点矿用防爆胶轮车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；N 该地点矿用防爆胶轮车的台数，正常生产时期，井下所需无轨胶轮车数量为：3台工程车，即为3台；P该地点矿用防爆胶轮车的功率，30kw；K配风系数，该地点使用1台矿用防爆胶轮车运输时，K为1.0；该地点使用2台矿用防爆胶轮车运输时，K为0.75；该地点使用2台及以上矿用防爆柴油机车运输时，K为0.50；5.44每千瓦每分钟供给的最低风量，m3/min。根据以上计算，取最大值，确定工作面风量必须满足Q267.3m3min。（三）局部通风机选型1、局部通风机工作风量：Q局=Q掘=1.015267.3=271.31m3min 式中: Q局局部通风机工作风量，m3min；Q掘进工作面需要风量，m3min； 风筒漏风系数，由下式计算：=1/（1-nLi）=1/(1-100.0015) =1.015式中: n风筒接头数，按最长通风距离100m计算，为10； Li1个接头的漏风率，取0.0015。2、局部通风机工作风压：h局=RQ局/60Q掘/60Pa=（6/100）100（271.31/60）（267.3/60）=120.8Pa式中: R风筒的总风阻，NS2m-8 ，由下式计算：R=R100 /100L式中: R100风筒百米风阻，根据煤炭行业标准MT164-1995，800mm风筒取最大允许值6.0 NS2m-8； L风筒长度； Q局局部通风机工作风量，m3min；Q掘掘进工作面需要风量，m3min；60单位换算系数，由m3min换算为m3s。3、风机与风筒选型根据以上计算结果，掘进工作面确定选用FBDYN6.3/2x30矿用隔爆型对旋压入式局部通风机2台（其中1台备用）给工作面通风。风筒选用柔性胶布风筒，风筒直径为800mm，长度为10m/节，风筒接口时使用风筒接口器并采用双反边接法。表5-2-1风机技术特征表型号功率(KW)转速(r/min)全风压（Pa）全风量（m3/min）全压效率FBDYN6.3/2x302302950460-6300630-26080%表5-2-1 风筒技术特征表直径mm百米风阻NS2/m8漏风率风筒长度m8