1E401大采高工作面开切眼一队掘进作业规程.doc

呼图壁县石梯子西沟煤矿1E401 工 作 面 开 切 眼机掘施工作业规程编 制 人：审 核：矿 长：施 工 单 位：呼图壁县石梯子西沟煤矿综掘一队编 制 日 期：二零一三年一十月二十二日 1E401工作面开切巷掘进作业规程审批意见资料名称起草部门会 审 意 见会审人员签字职 务签 字日 期职 务签 字日 期矿 长总 工生产矿长安全矿长机电矿长通风副总采掘副总机电副总地测副总调度室监控室生产科通风科安全科机电科综采队地测科综掘一队机运队综掘一队目 录第一章 概 况1第一节 概 述1第二节 编写依据1第三节 矿压观测资料2第二章 地面相对位置及水文地质情况2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节 煤（岩）层赋存特征3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5第一节 巷道布置5第二节 矿压观测7第三节 支护设计7第四节 支 护 工 艺13第四章 施工工艺17第一节 施工方法及施工工艺17第二节巷道的施工工艺过程18第三节截割顺序和方法19第四节 装载与运输20第五节 巷道施工要求及管线布置20第六节 设备及工具配备21第五章 工作面通风及瓦斯监测监控23第一节 通风23第六章 灾害防治28第一节 瓦斯防治28第二节综 合 防 尘29第三节 防灭火30第四节 安全监控30第七章 生产系统32第一节供电系统32第二节 供水、排水系统32第三节 运输系统32第四节 压风系统33第五节 照明、通讯和信号33第八章 劳动组织与主要技术经济指标34第一节 劳动组织34第二节 循环作业34第三节 主要技术经济指标35第九章 安全技术措施36第一节 一通三防36第二节 顶板防治安全技术措施38第三节 破碎巷道支护安全技术措施41第四节 防治水安全技术措施43第五节 机电事故防治安全技术措施44第六节 运输安全技术措施48第七节、主要设备安装、使用、检修、维护、拆除安全技术措施50第八节、综掘机的使用与维护安全技术措施52第九节 其它安全技术措施53第十章 灾害应急措施及避灾路线56第一章 概 况第一节 概 述井巷的名称、长度、用途、坡度、方位、服务年限，开竣工时间1、B4煤层1E401工作面开切眼。2、B4煤层1E401工作面开切眼设计长度为200。3、该开切眼是1E401综采工作面安装液压支架、采煤机、刮板输送机及管线的巷道，也是开始采煤的开割面。4、沿煤层顶板掘进；方位：81820。5、服务期限为本工作面回采结束。6、1E401开切眼巷道于二0一三年一十二月二十日开始掘进，预计二0一四年一月二十日竣工。第二节 编写依据一、石梯子西沟煤矿90万吨矿井精查地质报告。二、1E401工作面施工设计图。 三、有关的矿压观测资料。四、相关的技术规范。 五、煤矿安全规程2011版。六、呼图壁县石梯子西沟煤矿初步设计七、煤矿井巷工程质量检验及评定标准八、+1484m、1484m水平进风巷和皮带机运输巷已收集的地质资料。第三节 矿压观测资料由于本采区为东翼的第一个采区，在掘进时要及时进行锚杆、锚索拉、拔力测定，并安装好顶板离层仪，对顶板离层情况进行观察，以便对下一个工作面掘进提供矿压资料。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面位置1E401切眼工作面地面位置位于井田东部山坡地带，无任何建筑物，有季节性西沟河贯穿井田南北，西沟河径流量为0-360m3/h通过。二、井下位置1E401切眼工作面井下位置：南部为采空区，东为井田边界，北部为实体煤，西面为主井筒保护煤柱。三、附平面布置图：四、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 表一水平名称+1484m-1484m水平之间采区名称1E401开切眼地面标高m1629-1710井下标高1484-1484地面的相对位 置及建筑物地面相对位于井田东翼山坡地带，无任何建筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响工作面井下位于采空区南侧，掘进时注意采空积水，留设隔水煤柱。邻近采掘情况对掘进巷道的影响对采空区已留设80m保安隔水煤柱，本工作面巷道掘进必须实行探放水。 第2节 煤（岩）层赋存特征1.本面煤层赋存稳定，煤厚变化不大，平均厚度为5.08，结构单一；煤层在本面发育较为均匀，煤层倾角为12030。2、煤层结构柱状图： 第三节 地质构造受区域单斜构造控制，本矿井田总体为由南向北的缓倾斜的单斜构造，倾向1。-10。，倾角12。-17。，地层产状呈东缓西陡，浅部稍缓，深部约陡的变化特点。地表及矿井均未发现较大的褶曲及断裂，因此，井田属构造简单区。从现生产水平+1484m水平和1484m水平收集资料分析，该巷道1500米内不会出现2.5米以上的断层。该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂，节理发育，裂隙多、富含水。由于该巷道沿煤层顶板掘进，因此在掘进过程中可能会遇到顶板裂隙、破碎带、顶板淋水。第四节 水文地质1、水文：据有关资料反应，贯穿井田南北的西沟河的径流量为0-360m3/h。由于西沟和垂直切割产状平缓的地层，并途径火烧区，为井田地下水的主要补给源。井田内的大气降水是井田地下水的另一来源。火烧层是井田地下水形成的主要途径之一。2、 火烧区：距地面地质调查、矿井测量，结合邻区矿井调查，井田内3层可采煤层在地表浅部有不同程度的火烧。从已有资料分析，火烧区总体呈东高西低的变化趋势，因各煤层火烧强弱不一，形成的火烧深度也不尽相同。不同地段被不同程度火烧后，形成深浅不一的火烧洼地带，这些低洼地带成为火烧区裂隙潜水的有利聚集部位，在掘进时，应采取提前探水、防水措施，避免井巷突发性涌水。在开切眼施工过程中注意观察顶板淋水，底板涌水等现象，发现异常及时向有关领导、安全科及生产技术科汇报，及时安泵排放巷道低洼处积水。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置及掘进1E401工作面开切眼布置于B4煤层，巷道要求沿B4煤层顶板自下而上掘进，掘进时巷道底板要截割平缓，严禁出现高低凸凹现象。二、巷道规格尺寸1、B4煤层1E401工作面开切眼设计为矩形断面。2、B4煤层1E401工作面开切眼设计断面：L=11m,h=3.2m。3、巷道设计断面图：巷道基本情况支护方式锚杆支护锚索支护每米材料消耗净断面毛断面周长支护形式及断面形状外露长度(mm)排列方式间排距(mm)锚深(mm)锚深（m）间排距(m)锚杆托板(根)锚网m2/m锚索托板根/4mm2m2m34.335.218.6锚杆、锚索支护、矩形30-50矩形9001950295012.59.57.04.0*1.82118.65.25第二节 矿压观测 巷道每向前掘进50米，安装一组顶板离层监测仪，并作数据分析表，定期审查，及时修改支护。在距掘进工作面200米范围的顶板离层监测仪，观察次数一般1次/2天，其他范围内的，一般每7天观察1次。当巷道遇地质构造带时，应根据地质构造带顶板岩性状况缩短安装顶板离层仪。第三节 支护设计考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度，结合我矿+1484和1484水平巷锚杆锚索支护经验，初步确定1E401工作面开切眼选用矩形断面，采用锚杆、锚索支护。一、 支护断面图：开切眼巷道支护断面图二、支护参数表:巷道基本情况支护方式锚杆支护锚索支护每米材料消耗净断面毛断面周长支护形式及断面形状外露长度(mm)排列方式间排距(mm)锚深(mm)锚深（m）间排距(m)锚杆托板(根)锚网m2/m锚索托板根/4mm2m2m34.335.218.6锚杆、锚索支护、矩形30-50矩形900215012.59.57.03.0*1.82118.65.25三、具体参数选择：1、采用锚杆、金属网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距900mm900mm。（1）、顶部锚杆采用20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采空区边界帮采用20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采区的帮采用18mm的树脂锚杆，长度为2000mm的锚杆。（2）、托板用10mm厚的钢板制成120mm*120mm的托板。（3）、锚索采用15.24mm的钢绞线，长度为12500、9500、7000mm。（4）、锚索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。（5）、顶部锚杆采用CK2350快速锚固剂4卷，两帮锚杆采用CK3535快速锚固剂，每眼2卷。（6）、锚索采用CK2350快速锚固剂，12.5m长的锚索每眼装8卷，9米长的锚索每眼装7卷，7米长的锚索每眼装5卷。（7）、金属网要求用直径1.5号钢丝编制成宽2.0米，长18米的菱形金属网,网孔直径70mm，支护时网横着铺。两网连接每20mm要用网丝直径相同的扎丝把两网连接成一体，两网搭接不得小于100mm并用锚杆压紧。四、临时支护的形式： 采用前探梁作临时支护。使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于1.8m并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于6块，规格为270030050。（详见工作面临时支护示意图） 五、巷道锚杆、锚索支护设计计算:（一）采用计算法校核支护参数 1、达到支护效果的条件，应满足： L L1 + L2 + L3 式中 L 锚杆总长度，m； L1 锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取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），m； L3 锚入岩层内深度（顶锚杆取2.9m，帮锚杆取2.1m），m。普氏免压拱高：b = B/2 + H.tan(45-帮/2)/f顶式中 B、H 巷道掘进跨度和高度，B=11m，H=3.2 m； f顶 顶板岩石普氏系数，f顶取2.5； 帮 两帮围岩的内摩擦角，帮取68.19 b = 11000/2 + 3200tan(45-68.19/2)/2.5 =2446.6 mm C = 3200 tan(45-68.19/2) = 616.5 mm L3=dat/4tc =20350/42.9=0.6mL3锚入岩（煤）层内深度，m。d锚杆直径，mmat杆体材料的设计抗拉强度.MPatc锚杆与砂浆的粘结强度：螺纹钢tc5.0MPa。依据上述公式计算得出：顶锚杆长度2446.6 mm,帮锚杆长度616.5mm；实际顶锚杆长度3000 mm；帮锚杆长度3000mm、2000mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合要求。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 = rL2a2，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 = 2。实际Q（80 KN） 2 G（32.95 KN）反算锚杆间、排距 a = （Q / KrL2）0.5 = 1.214m实际所选锚杆间排距为900mm900mm均大于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。（二）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。 L = n F2/BH- （2 F1sin）/ L1式中 L 锚索间距或排距，m； B 巷道最大冒落宽度，取5.5m； H 巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0 m； 岩石容重，26.7KN/m3； L1 锚索排距3m F1 锚索锚固力，80KN； n 锚索排数，取1。F2 锚索极限承载力，取1860KN； 锚杆与巷道顶板的夹角，75； L = 1* 1860/5.5*2.0*26.7- （2 *80*sin75）/ 3=7.69m通过公式计算，锚索排距为7.69m，实际排距为4.0m小于计算长度。因此，实际所选锚杆间排距符合要求。第4节 支 护 工 艺 一、临时支护的施工工艺锚网支护时，掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，将前探梁前串。 二、临时支护的质量要求锚网支护：使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于6块，规格为270030050。三、永久支护材料及规格： （一）锚网支护1、顶板锚杆布置：5.5米宽的梯形断面，锚杆布置7根等强螺纹钢锚杆（203000mm），间、排距900900mm树脂锚固剂CK2350每孔各4支。锚网为用丝径1.5号钢丝编制成宽2.0米，长18米的菱形金属网,网孔直径70mm。两网连接要用直径16号的扎丝把两网连接成一体，两网搭接不得小于100mm并用锚杆压紧。2、帮部锚杆布置：11.0米宽的梯形断面、高帮3.2m，布置8根等强螺纹钢锚杆（202200mm），间、排距900900mm树脂锚固剂CK3535每孔2支。锚网为用丝径1.5号钢丝编制成宽2. 0米，长18米的菱形金属网,网孔直径70mm。两网连接要用16号直径相同的扎丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm并用锚杆压紧。（二）顶板锚索（15.2412500、9500、7000mm）按巷道中线布置1根12500mm的长锚索，距中心锚索两边每隔2200mm各打9500mm长的锚索一根， 7000mm的锚索一根、排距22004000mm，锚索采用树脂锚固剂(每孔8、7、5支CK2350)锚固。锚索的外露长度300mm，其偏差在50mm之间。（三）巷道的电缆吊挂采用金属锚杆（181000mm），间距为1000；水管的吊挂采用金属锚杆（181000mm），间距为3000，采用柔性钢丝绳吊挂。四、工作面空顶距： 每班巷道掘进按0.8米的截深割2刀后，就停止掘进，机组后退，将顶帮隐患处理后，搭好稳固的工作平台，先移前探支护，然后在前探支护的掩护下进行锚杆枝护，永久锚杆支护距工作面最大距离不得超过2.4米。五、永久支护施工工艺综掘机将工作面上部掘出后停止掘进机运转，并做好临时支护后，将锚(索)杆机搬至迎头，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，由班组长点准锚杆位置后,开动锚杆机打锚杆眼，打眼时一人扶锚杆机手把操作,一人扶钎稳钻杆并换钻具, 中间一根或两边锚杆眼打齐后,铺网按中线上，安装好锚杆安装器, 开动锚杆机，用组装好的锚杆将3卷树脂药卷送入锚杆眼底，用锚杆机带动锚杆搅拌15-30秒，搅拌先慢后 快（送入孔底后搅拌时间不小于10秒）严禁把锚杆直接顶入眼底不搅坢或搅拌时间不够即停机，35分钟后用锚杆机拧紧螺母垫片变形为止。打其它眼孔完成顶部一排锚杆的全部安装。1小时后用预紧力扳手对安装好的锚杆进行再次预紧和检验。一排施工完后再施工下一排,每循环顶部支护完好后再拆除临时支护的带帽点拄,帮部锚杆滞后迎头不超过4排锚杆，用风镐或手镐将帮裁齐，找准锚杆眼位置，用煤电钻打锚杆眼，眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，铺网，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器，开动煤电钻搅拌，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。打锚索时，先找准锚索设计位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需使用套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索时应注意轻送，防止将药卷在眼的下部即被弄破，药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于50秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），待树脂凝固后取出搅坢器。半小时后上托盘及锁具，最后用SL-50T型锚索张拉仪张拉锚索线,油泵达到35Mpa以后方可回压卸下千斤顶。锚索锁定后的预紧力不小于80KN，锚固力100KN。锚索施工时必须按照设计布置方式，距迎头不得超过3米。六、树脂锚固剂存储和使用应遵守的规定（1）该工作面使用锚固剂的型为CK2350、CK3535两种。（2）、必须在4-25的避光防水气库内储存。（3）、安装前，先检查树脂锚固剂性状。严禁使用过期、破碎等变质失效的锚固剂。（4）、井下运输存放应避免受压、受折、受热，已破碎或废弃的要挖坑掩埋或妥善处理。（5）、锚固剂中的固化剂有腐蚀性，施工人员的皮肤应避免直接接触固化剂与树脂搅混。如不慎接触到皮肤和眼睛，要立即用清水冲洗。（6）、严禁接触明火。（7）、搅拌时间15-30s，等待时间60-180s。（8）、按设计要求放置药卷数量和顺序。七、锚杆安装技术要求（1）、锚杆孔钻眼完毕后，应用压水冲洗钻眼，将煤（岩）粉消除干净。在煤或软岩中打眼，煤电钻不许采用拉钻杆，防止扩大孔径。（2）、安装锚杆前，必须用锚杆量好眼深，并在锚杆上做好记号。（3）、使用中速锚固剂，一般缓推猛搅，逐渐将杆体送到眼底，使用中速或快速锚固剂时，要快推猛搅，迅速将杆体送到眼底。（4）、锚索药卷搅拌时，边推边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间在15-30s，搅拌停止后等待时间60-180s。（5）、严禁用锚杆钻机将锚杆插入眼底再对药卷进行搅拌。八、支护质量要求1、永久支护离工作面最大距离2.4米2、锚杆支护要求（1）、严格按照中线的排间距布置锚杆，锚杆排间距误差为100mm。（2）、锚杆与顶板夹角不小于75。（3）、单垫双帽，外露长度30-50mm。（4）、锚杆螺丝必须上紧，使用力矩搬手紧固，其紧固力不得低于25kN。（5）、锚杆质量定期抽查，每300根抽查一组，每组10根，每根锚杆不少于25KN，如发现锚固力上不去，应找到原因，重新补打锚杆。九、支护材料：锚杆长度（mm）锚杆直径（mm）杆体材质屈服强度（MPa）抗拉强度（MPa）破断载荷（KN）延伸率（）顶锚220020螺纹钢3354901562.47顶锚索12500、9500、700015.24钢绞绳900帮锚锚杆长度（mm）锚杆直径（mm）杆体材质220018螺纹钢锚杆托板破坏载荷（KN）规格（mm）80120*120*5药卷规格及型号CK2350CK3535菱形网网孔规格（mm）网丝径（mm）70701.5第四章 施工工艺第一节 施工方法及施工工艺一、施工方法：1E401工作面开切眼在施工中沿B4煤层顶板掘进，使用EBZ132掘进机进行切割，用40T刮板运输机转载到DTL80/40/2*55胶带运输机运煤，支护方式为锚网加锚索梁联合支护。二、施工顺序：1.1E401开切眼综掘工作面设计长度为200m, 掘进断面35.2。开切眼从运输顺槽到运输顺槽平均坡度9，开切眼以东距井田边界留50m保安煤柱后，综掘一队从运输顺槽自下而上进行掘进，综掘一队掘进100m。该开切眼分2次成巷，第一次自东向西掘5.5m，在西边墙帮，顶部打1根12.5m的锚索，再向东的巷顶间隔2200m打第一根9.5m的锚索,再间隔2200mm打二根7m的锚索。第一次以5.5m的宽度一直打够100m，在将掘进机退回运输顺进行第二次扩帮掘进作业，第二次扩帮掘进5.5m，支护依次间隔2200mm,打9.5m的锚索4根,最后再间隔2200mm打7.0m的锚索1根。2.在一队到达开切眼位置后继续往前掘进5m，作为综采工作面安装回采前的临时水仓。该项工程完成后。掘进机后退15m，按照地测科标定的施工中线开始绕弧度掘进开切眼。综掘一队自下而上掘进100米完成后。回撤运输设备准备二次扩帮成巷100m，完成开切眼全断面施工任务。第二节巷道的施工工艺过程交接班后，班组长、安监员、共同进入工作面进行安全检查，发现问题及时处理，只有确定工作地点安全可靠后，进行例行的各项检查工作：支护的质量、数量是否符合规程要求。瓦斯探头是否到位。内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。延伸机组跑道，延伸跟机皮带并校正中线进行机组截割。每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4，每循环内的作业顺序是:当割至距锚杆2.4,必须停止掘进,进行安全检查后，进行铺网、联网，最后将两根掩护式前探推入工作面，将挑杆搭在前探梁之间；然后用木楔刹紧背牢。根据支护要求号眼，先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入，用单垫双螺母拧紧。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后开始打帮锚，支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。标注眼位、支护锚杆，支护锚索必须在前探梁的临时支护下进行。特殊地段，根据前探梁距顶板的高度采用相应厚度的刹顶木。每个小班结束后，不安全隐患当班处理，否则向下班交接清楚，下班处理上班遗留问题和安全检查后仍按以上工艺再进行作业。第三节截割顺序和方法一、截割机具和钻眼机具使用EBZ132型掘进机掘进，打眼支护使用-160型液压锚杆钻机进行。二、机组截割顺序、方法1、开启跟机皮带合上电控箱操作手把拉出操作箱紧停按纽将支护开关拔至“运行”位置按压警铃发出开机信号在信号发出30S内启动油泵电机在油泵电机启动18S启动截割电机。2、采用垂直切割方法，切割头从上向下、从右向左切割。等整个系统正常后，按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀，钻入600后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下做为后支撑点进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割够矩形断面的设计标准。 32003200 第四节 装载与运输装煤使用机组铲板耙爪将煤耙一运刮板输送机开切眼巷道刮板机掘进机的二运+1484水平运输顺槽皮带输送机+1428-1502水平运输上山皮带输送机主斜井皮带输送机。第五节 巷道施工要求及管线布置一、巷道施工要求巷道断面为矩形，巷道掘进必须按给定的中线掘进，中线至任何一帮的距离分别与设计中线的误差允许100之间。施工时必须沿煤层顶板掘进，巷道高度偏差与设计误差为100。二、管线吊挂巷内所有管线一律进行吊挂：要求风筒挂在巷道左帮2米以上，静压水管和压风管挂到左帮巷道底板以上0.3米以上、静压水管和压风管接通到距工作面不小于10，电缆钩挂在巷道右帮1.8米以上并固定锚杆上，电缆挂在电缆钩上，高压在下，低压在上，电缆间距按100150悬挂。（详见管线悬挂断面图）第六节 设备及工具配备设备及工具配备表 表三机械名称型号功 率数 量工具名称单 位数 量掘进机EBZ132182KW1台铁 锹把6胶带输送机DTL80/40/2*5555KW1台大 锤把2通风机FBDNO7.1.30KW2台吊 链个2水 泵潜水排砂泵4KW4专用工具套2锚杆钻机-150/3202台信号综保BXZ-2.5KVA1张拉仪SL-50T信号线m200水管、压风管504001台激光指向仪个1 掘进机总体技术参数表 表四机械名称单位参数机械名称单位参数掘进机KW掘进断面形状任意切割电机经济切割煤岩硬度f4油泵电机爬坡能力度18高 度1.55供电电压V660/1140长 度9.1截割头伸缩量mm500宽 度26喷雾防尘内、外喷雾最大掘进高度4.4截割头形状圆锥台式最大掘进宽度49截割头转速Rpm47/23最大卧底量0.27掘进机重量T36.5铲板宽度3.2管线敷设方式表 表五序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风 筒800 节20逢环必挂不大于52静压水管50根33悬 吊不小于104压风管50根33悬 吊不小于105电 缆70 2200悬 吊跟 掘 进 机6电 缆502200悬 吊跟 掘 进 机7电话线200悬 吊跟 掘 进 机8监测线200悬 吊跟 掘 进 机9信号线200悬 吊跟 掘 进 机第五章 工作面通风及瓦斯监测监控第一节 通风一、风量计算（1）、按生产地质报告和在矿井实际作业中测得瓦斯数据所提供的瓦斯涌出量计算：Q掘=100QCH4/CK掘通 =1000.27/12.0 =54m3/min =0.9m3/s式中：K掘通为掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0QCH4为掘进工作面绝对瓦斯涌出量。C为掘进工作面运输流中允许沼气最大含量。（2）、按工作面人数计算：Q=4n=415=60m3/min=1 m 3/s式中:4每人每分钟不低于4m3的配风量；n掘进工作面同时工作最多人数，此处取n15人（3）、按局部通风机的实际吸风量计算:根据井下掘进工作面的实际需要，选FBDNO7.1型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面供风，局部通风机实际吸入风量385 720m3/min，取480 m3/min。Q掘=QfIK=48011.2=576m3/min =9.6m3/s。式中: Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/S。 Qf掘进工作面局部通风机额定风，m3/min。1掘进工作面同时用局部通风机的台数，1台。K为防止局部通风吸环循风的风量备用系数，有瓦斯涌出的取1.2。按二、按风速进行验算：开切眼掘进巷道断面积17.6m2，掘进工作面风量取以上计算的最大值10.00m3/S按最低风速验算，工作面最小风量为：Q1掘15S=1517.6=264m3/min=4.4 m3/s式中：S为第一次掘进工作面的平均断面积，取1 m2按最高风速计算，工作面最大风量为： Q2240S=24017.6=4224m3/min=70.4 m3/s式中：S为第一次掘进工作面平均断面积，取17.6 m24.4 m3/s10m3/s70.4 m3/s。通过上述计算和风速验算掘进工作面的风量为10m3/S符合煤矿安全规程要求。附：通风系统图1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在缓坡上山10m处以的新鲜风流中。2、通风系统+1484m水平运输顺槽开切眼新鲜风:副平洞1565m水平上部车场S型缓坡上山局部扇风机1E401工作面运输顺槽开切巷工作面。+1484m水平开切眼乏风:开切巷工作面1E401工作面运输顺槽运输上山运输立井地面。三、通风方法及设备1、通风方法及设备通风方法:工作面采用压入式双风机双电源自动切换的局部通风机通风。通风设备:开切眼工作面配备两套风机电源与两台FBDNO7.1/30*2型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，两台开关及直径800的阻燃风筒，风机安设消音器，两套设备，一套工作，另一套备用。备用风机、开关必须保证完好，并且安装在风机自动切换装置上；并随时保证两套风机电源正常切换运行。四、局部通风机及其开关的安装要求1、局部通风机及其开关的安装要求风机安设在S型缓坡上山新鲜风流中，风机(包括开关)距运输巷口的距离不得小于10，供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到运输口间的巷道最低风速不得低于0.25/s。双风机必须安放在风机架上，要求风机安装处顶板完整、支护齐全。距底板不小于300，开关必须上架。2、正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器），备用局部通风机必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保证掘进工作面正常通风。3、风筒吊挂要求(1)风筒吊挂在靠煤帮左侧1.8米以上，风筒逢环必挂。(2)风筒吊挂距帮壁0.1，距巷道顶板0.2，吊挂平直。(3)风筒接口要严密不漏风，拐弯处必须采用刚性弯头风筒，不得出现拐死弯，落地现象。(4)风筒出口距工作面迎头距离不大于5。五、隔爆措施在距交叉口5075m处安设一组隔爆水棚。水袋距顶板不得大于200mm。六、监测监控仪器仪表的型号及数量位置（一）、监测监控仪器仪表及数量该开切眼工作面在运输顺槽安装一台KJ90F8型监控分站，开切眼掘进工作面分别安设一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器和风速传感器，设备集中点分别安装一个甲烷传感器，两台局部通风机开停传感器，该掘进工作面总电源馈电开关安装一馈电断电开关开停传感器，传感器与分站联接、分站与地面监控室信号电缆都必须用专用阻燃。（二）、布置位置及要求1、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不得大于300，距巷道侧壁不小于200，掘进工作面的瓦斯传感器距工作面小于等于5，运输风流中的传感器距运输口10-15m。2、两台开停传感器分别安设在局部通风机的主、备风机电源开关负荷侧的电缆上。3、KJ90F8型监控分站安装在上平巷移动变电站机电设备集中点处，顶板支护良好、无滴水、无杂物的地方，主要用于接掘进工作面的各种传感器及瓦电闭锁，其设备电源取自照明综保开关上。 4、掘进机组上必须安设瓦斯报警断电仪，报警浓度1.0%、断电浓度1.5%、复电浓度1.0%。5、信号电缆必须位于动力电缆上方0.1以上的地方。6、瓦斯传感器的断电浓度及范围，当掘进工作面瓦斯传感器的断电浓度为1.0%，断电范围是该掘进工作面内全部非本质安全型电气设备，复电浓度为1.0%以下。7、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度，掘进工作面复电浓度为1.0%以下，必须人工进行复电。第六章 灾害防治第一节 瓦斯防治1、正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器），备用局部通风机必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保证掘进工作面正常通风。2、实行专职瓦斯检查员随时检查瓦斯制度。3、有效利用矿井瓦斯监控系统和报警断电功能对掘进工作面的瓦斯进行技防。4、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方距顶板不大于300，距巷道运输侧煤壁不小于200，掘进工作面的传感器距工作面小于等于5m的运输风流中。5、瓦斯传感器的断电浓度及范围，工作面瓦斯传感器的断电浓度为QCH41.0%，断电范围是工作面及巷内全部非本质安全型电气设备，运输口处瓦斯传感器的断电浓度为QCH40.7%，断电范围是掘进工作面及巷道内全部非本质安全型电气设备。6、工作面瓦斯浓度达到1.0 %或运输流中瓦斯浓度达到0.7%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。7、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。8、工作面及巷道内体积大于0.53的空间内瓦斯积聚的浓度达2.0%时，附近20内必须停止工作，撤出人员、切断电源、进行处理；9、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。10、工作面中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。第二节综 合 防 尘一、防尘设施1、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设2寸静压水管，并每隔50安设一个三通阀门。2、掘进机上安设有效的内外喷雾装置，水压达到4Mpa以上。必须保证内喷雾与外喷雾的雾化效果好，能覆盖整个滚筒。3、煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。4、巷内安设净化水幕二道，分别在+1484m水平、+1484m水平在距三运皮带机机头往里100m安装第一道固定水幕，移动水幕距工作面3050处，水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于300。二、防尘系统防尘水源来自地面静压水池。地面静压水池（80mm水管）运输立（80mm水管）缓坡副斜井+1484m水平运输顺槽开切巷掘进工作面。（附图）三、隔爆水棚按设计要求在+1484m水平运输顺槽安设隔爆水棚，距开切眼交叉口小于200m安装符合要求。第三节 防灭火皮带头配备2只合格的灭火器、0.43的灭火砂及消防工具一套（圆铁锹两把、沙袋10个即每个10Kg、砂桶1个），配备20消防管并与2寸水管连接，灭火器必须放置在架子内，吊挂在离皮带机头5便于取用的地方。第四节 安全监控（一）、监测监控仪器仪表及数量该开切眼工作面在+1484m水平运输顺槽安装一台KJ90F8型监控分站，开切眼施工分别距工作面3-5m安装一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器。风速传感器使用原在+1484m水平运输顺槽巷道中风速传感器，设备集中点安装一个甲烷传感器和一个一氧化碳传感器，两台局部通风机开停传感器，该掘进工作面总电源馈电开关和被串联通风的液压支架工作面总电源馈电开关各安装一馈电断电开关开停传感器。（二）、布置安装位置及要求1、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不得大于300，距巷道侧壁不小于200，其中一台吊挂在距掘进工作面3-5以内运输流一侧，另一台吊挂在距运输口以里1015范围内。2、两台开停传感器分别安设在局部通风机的主、备风机电源开关负荷侧的电缆上。3、KJ90F8型监控分站安装在上平巷移动变电站机电设备集中点处，顶板支护良好、无滴水、无杂物的地方，主要用于接掘进工作面的各种传感器及瓦电闭锁，其设备电源取自照明综保开关上。监控系统示意图： 4、掘进机组上必须安设瓦斯报警断电仪。5、信号电缆必须位于动力电缆上方0.1以上的地方。6、瓦斯传感器的断电浓度及范围当掘进工作面瓦斯传感器的断电浓度为1.0%，断电范围是该掘进工作面内全部非本质安全型电气设备，复电浓度为1.0%。第七章 生产系统第一节供电系统由井下中央变电所3号柜出一趟10kv的电源通到KBSGZY500/10移动变电站，由移动变电站分别向工作面各用电开关供电（详见供电系统图）。第二节 供水、排水系统一、 供水系统水源来自地面静压水池地面静压水池（150mm水管）运输立井（150mm水管）缓坡副斜井（150mm水管）+1484m水平运输顺槽80mm水管开切巷掘进工作面。二、排水系统：+1484m水平自下而上开切眼工作面水泵开切眼巷道+1484m水平运输顺槽临时水库运输上山井底车场水仓水泵主斜井地面。（附图） 第三节 运输系统一、运料系统:地面副平硐+1565m上部车场S型缓坡下山1E401工作面运输顺槽开切巷掘进工作面。（附图）二、运煤系统: 装煤使用机组铲板耙爪将煤耙一运刮板输送机开切眼刮板机+1484m水平运输顺槽皮带输送机+1484m水平溜煤眼+1428-水平运输上山皮带输送机主斜井皮带输送机地面滚筒筛分选系统。第四节 压风系统地面空压机房（108mm压风管）主斜井（108mm压风管）运输上山（108mm压风管）缓坡副斜井（80mm压风管）+1484m水平运输顺槽开切眼掘进工作面。（附图）第五节 照明、通讯和信号一、照明本工作面的皮带头照明专用开关接127V矿用防爆灯管；机组必须有前后照明，电源由机组电控箱供出，电压36V。二、通讯本工作面的皮带头尾各安设一部电话，确保通讯畅通，电话便于井上、井下变电所、等工作场所之间联系，距离工作面不大于50米。三、信号皮带头、尾安设声光兼备语音信号装置。信号规定：一停、二开、三松、乱点为事故点。第八章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织工 种 出 勤 表 表六工 种出 勤 人 数早班中班晚班合计队长2组长1113机组司机1113掘进机检修工22皮带司机1114皮带机检修工22支护工44412电工1113材料运输工33清煤工1113合计169937采用“三八”制作业方式。三个班都为生产班，每班后两小时为检修时间。第二节 循环作业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，工序和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。第三节 主要技术经济指标技术经济指标表 表八序号指 标单 位数 量备注1断面面积41.82硬度等级f1.5-43每次截深0.84循环进尺2.45每班进尺4.86每日进尺14.47每日出煤量T361.58在册工人数人/日37入井工人数人/日379效 率/工0.3910成 本元/11油脂消耗/0.12512截齿消耗个/100113油管消耗M/1001.514锚 杆根/19第九章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风安全技术措施1、加强通风管理，局部通风机必须由指定专人负责管理，大班由大班组长负责管理，小班由瓦检工负责管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，无反接，风筒口距迎头工作面不大于10，以保证迎头有足够的风量。3、使用局部通风机、无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源、进行处理；恢复通风前首先检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近10以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。4、临时停工的地点严禁停风。 5、风机实行挂牌管理，牌板吊挂在风机旁的锚杆上，并与风机平行吊挂。6、每月定期检修局部通风机，严格执行检修停风停电审批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风停电现象。7、风机必须安设消音器，两套设备，一套工作，另一套备用。备用风机、开关必须保证完好，并且安装在风机自动切换装置上，随时保证两套风机电源自动切换运行。8、当停电时，必须先撤出工作面及巷内所有人员到新鲜风流中并进行处理；当风机重新切换在专用电源上时，在瓦检员确认气体浓度在允许范围内，安全无隐患后方可进入巷内。9、通风机坚持使用“三专两闭锁”装置，严禁甩掉不用。10、正常掘进中，当运输风流中的瓦斯浓度达到0.5%时，应及时选用大功率的风机，以保证掘进工作面的正常供风。11、贯通前必须由通风科编制贯通安全技术措施，确保贯通后的安全调风工作。二、综合防尘安全技术措施1、坚持用好内外喷雾设施，司机及巷内工作面人员必须佩带防尘口罩。2、水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕的长度不得小于巷宽的90