旺采工作面作业规程.doc

、文件编号：YJLImS-C-2012-III05-3-22-003中国神华神东煤炭集团榆家梁煤矿42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面作业规程 编制单位：连采三队编 制 人：王 正队 长：编 号：日 期：2012年9月10 42煤南翼边角煤及通道煤柱回采作业规程目 录编写依据1一、设计说明书及批准时间1二、地质说明书及批准时间1三、参考书籍1附图明细2第一章 工程概况3第一节 概述3一、巷道名称、位置及相邻关系3二、巷道用途3三、掘进量、工程量及回采煤量3四、服务年限、开（竣）工时间4第二章 地面相对位置及地质情况5第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况5一、地面位置5二、井下位置及四邻采掘情况5三、回采对地面水体及地物影响5第二节 煤层赋存特征及地质构造5一、巷道围岩特征及煤层赋存情况5二、地质构造情况6三、水文地质构造情况6四、影响掘进、回采的其他因素6第三章 巷道布置及支护说明8第一节 巷道布置8一 、 巷道布置8二、巷道断面形状及尺寸8三、煤柱的留设8四、掘进及回采的施工顺序8第二节 矿 压 观 测8一观测对象8二、观测内容9三、顶板离层仪安装及管理方法9四、数据处理10第三节 支护设计10一、巷道支护形式10二、巷道支护参数设计10四、巷道支护要求13第四节 支护工艺14第四章 工程施工方法及工艺15第一节 施工方法及设备15第二节 施工工艺18一、掘进工艺18二、全部垮落法回采工艺20第三节 施工过程中的其他要求23一般规定：23第四节 管线铺设23一、管线布置位置23二、管线铺设要求24第五章 生产系统26第一节 通风系统26一、通风方式及设备的选择26二、通风系统路线28第二节 运输系统30一、主运输系统30二、辅助运输系统31第三节 供电系统32一、供电设计32二、变压器计算与校验32三、低压开关和移变高馈保护装置整定计算34四、低压电缆校验38五、机电设备、硐室质量标准49第四节 供水及综合防尘系统50一、供水、防尘水源50二、供水、防尘管路的铺设50三、净化水幕50四、隔爆水棚50五、转载点喷雾50六、连采机内外喷雾51第五节 防灭火系统51第六节 排水系统51一、巷道涌水量51二、排水方式和设备选型51三、排水路线53第七节 供水施救系统54一、系统组成54二、安设要求54三、日常检查与维护55四、使用及注意事项55第八节 压风自救系统55一、系统概述55二、安设要求55三、日常管理与维护57第九节安全监测监控系统59一、安全监测监控系统59二、日常管理59第十节 通讯联络系统60一、系统概述60二、使用及维护60第十一节 人员定位系统61一、系统概述61二、管理办法61第十二节紧急避险系统63第十三节 照明系统64一、照明系统64第六章 工作面工程质量及煤质管理65第一节 工作面工程质量标准65一、工作面工程质量标准65二、掘进标准65三、锚杆支护标准65四、锚索支护标准66五、回采标准66六、文明生产及动态达标要求67七、水煤泥、淤泥处理有关规定：67八、质量保证措施67第二节 一通三防管理标准68第三节 机电设备、机电硐室质量标准68一、机电设备维护标准68二、井下机电硐室标准68第四节 文明生产管理标准69第五节 煤质指标及现场管理措施69一、煤质指标69二、现场管理措施70第七章 劳动组织与主要技术经济指标72第一节 劳动组织72一、作业方式72二、劳动组织72第二节 作业循环72一、循环作业方式72二、循环进尺72第三节主要技术经济指标72第八章危险源及安全技术措施75第一节危险源75一、通用危险源及管理标准75二、煤机司机危险源及管理标准85三、梭车司机危险源及管理标准86四、锚杆机司机危险源及管理标准87五、破碎机司机危险源及管理标准88六、铲车司机危险源及管理标准89七、掘进胶带机司机危险源及管理标准90八、线行支架操作工危险源及管理标准91九、跟班队长、班长危险源及管理标准93十、掘进维修电工危险源及管理标准94十一、掘进维修钳工危险源及管理标准95十二、掘进胶带机检修工危险源及管理标准97十三、连采辅助工危险源及管理标准98第二节 一通三防100一、局部通风机安全管理技术措施100二、综合防尘安全管理技术措施101三、防灭火安全管理技术措施102四、瓦斯管理安全技术措施103五、临时停风安全技术措施104六、无计划停风安全技术措施104第三节 顶板管理105一、顶板管理安全技术措施105二、联巷施工管理安全技术措施106三、防止采空区大面积冒顶形成飓风伤人安全技术措施107四、工作面过地质构造带和薄基岩段安全技术措施108第四节 防治水110第五节 掘进安全技术措施111第六节 回采安全技术措施111第七节 支护安全技术措施112第八节 机电管理113一、一般规定113二、停、送电113三、电器设备检修维护114四、电缆管理114五、机电检修安全技术措施115第九节、设备操作安全技术措施及跟班队长岗位职责116一、跟班队干岗位职责116二、连采机操作安全技术措施116三、拉电缆人员操作措施118四、梭车操作安全技术措施118五、锚杆机操作安全技术措施119六、破碎机操作安全技术措施120七、胶带输送机操作安全技术措施120八、铲车操作安全技术措施121九、线性支架操作安全技术措施121十、防爆装载机操作安全技术措施122十一、电钳工操作安全技术措施123十二、煤机无线遥控器操作安全技术措施123第十节 运输管理124一、主运输管理安全技术措施124二、辅助运输管理安全技术措施125三、大件搬运安全技术措施128四、辅助运输补充规定128第十一节 小窑、采空塌陷区附近施工安全技术措施130第十二节 防止线性支架压死安全技术措施131第十三节 火烧区附近施工安全技术措施132一、水患、有害气体的预防132二、顶板预防133第十五节 其他安全技术措施134一、一般规定134二、井下电焊 、氧焊安全技术措施135三、打探钻安全技术措施137四、危险源辨识管理措施138五、挂网安全技术措施138六、拆、安、延皮带安全技术措施139七、破碎机延伸安全技术措施139八、连采工作面交接班及安全管理技术措施141九、连采工作面设备操作安全管理专项技术措施142第九章 节能减排、节支降耗144第一节 节水措施144第二节 油脂管理144一、油脂存放144二、油脂加注144四、在用润滑油取样化验145五、废油回收利用145第三节 物资回收管理146第四节 节约用电管理148第十章 灾害应急措施及避灾路线149第一节 水灾事故应急措施149一、自身安全防护149二、迅速汇报149三、积极妥善地组织现场抢救149四、现场组织撤离150五、注意事项150第二节 火灾事故的应急措施150一、外因火灾的应急措施150二、内因火灾的应急措施151第三节 瓦斯、煤尘爆炸事故的应急措施151第四节 顶板事故的应急措施152第五节 避灾路线154一、井下避灾原则154二、发生灾变时的应急汇报流程：154三、火灾及瓦斯、煤尘爆炸等事故避灾路线155四、水灾、顶板等事故避灾路线156第六节 井下急救156一、急救工具156二、急救技术156第七节 井下本质安全管理156第十一章 规程学习及考试158一、第一次规程学习158二、第一次规程考试159三、第二次规程学习160四、第二次规程考试161五、作业规程补充学习和考试记录162 编写依据一、设计说明书及批准时间42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采设计图纸,批准时间为2012年4月6日。二、地质说明书及批准时间42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采地质说明书，批准时间为2012年4月8日。三、参考书籍1.采矿工程设计手册，张荣立，煤炭工业出版社室 2.煤矿作业规程编制指南成家玉，煤炭工业出版社 3.煤矿安全规程，煤炭工业出版社 。2011修订版4.中国神华神东煤炭集团设备安全技术操作规程 5.神东煤炭集团生产技术制度汇编。6.神东煤炭采集团掘工作面作业规程管理办法 7.神东煤炭集团“一通三防”管理实施细则 8.神东煤炭集团房采管理办法9.榆家梁煤矿煤质管理实施细则 10.榆家梁煤矿劳动管理制度 11.液压支架护顶旺格维利采煤法在大柳塔矿的应用，李浩荡，煤炭科学技术，2008年8月。12.榆家梁煤矿生产技术制度汇编13.榆家梁煤矿危险源辨识汇总14.旺格维利采煤法在上湾矿的应用，张悦、王富宝，煤矿开采，2004年6月。15.关于下发“压风自救系统及供水施救系统运行、检查验收管理标准”的通知16.煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）附图明细附:图1-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面巷道布置图。附:图2-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面在井田位置示意图。附:图2-2-2 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面柱状图。附:图2-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面井上下对照图。附:图2-2-4 42煤南翼边角灯及通道煤柱旺采工作面底板等值线与上覆基岩等厚线图。附:图3-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面巷道支护平、断面图。附:图4-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面回采艺术图。附:图5-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面通风及监测监控系统图。附:图5-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面运输系统图。附:图5-3-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面供电系统图。附:图5-6-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面供排水系统图。附:图5-8-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面压风自救系统示意图。附:图 5-9-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面监测监控系统图 （详见图5-1-1）。附:图5-11-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面通讯及人员定位示意图附:图5-12-1 工作面照明控制系统图（详见图5-3-1）。附:图6-2-1 正规循环作业图表及主要经济技术指标表。附:图9-5-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面避灾路线图。第一章 工程概况第一节 概述一、巷道名称、位置及相邻关系42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面分为五个采区，一采区布置支巷18条；二采区布置集中巷2条，支巷12条；三采区布置支巷24条；四采区布置支巷5条；五采区布置支巷59条。该旺采工作面位于榆家梁煤矿42煤南翼，旺一采区东南侧火烧区边界，南侧为与二采区相邻，西侧为正在回采的42213-1综采工作面采空区；旺采二、三采区东北侧为小窑越界开采区；旺采四区南侧为42213-1回撤通道，东侧为42煤南翼集中辅运巷，北侧为旺采五区，西侧为42212采空区；旺采五区东北侧为井田边界及小窑越界开采区，南侧与旺采四区及42212综采工作面采空区相邻。 二、巷道用途支巷主要担负着回采时的通风及回采，旺采一区三区段及旺采四区支巷担负着回采期间的主运输、辅助运输及设备布置；已掘进完成的42煤南翼一段胶运巷、42煤南翼二段胶运大巷、42煤南翼边角煤旺采胶运巷及各旺采区的胶运巷作为回采期间的主运输及回风巷道；42煤南翼集中辅运巷、42煤南翼二段辅运大巷、42煤南翼三段辅运大巷作为回采期间的辅助运输及进风巷道。三、掘进量、工程量及回采煤量一采区掘进支巷27条，掘进长度2822.9m，联巷40条掘进长度460m，掘进总长度3282.9m，可产原煤8.76万吨；可采煤房1067个，可产原煤20.60万吨。掘进及回采煤量29.36万吨，回采率62%。二采区掘进集中巷2条，支巷12条，支巷联巷19条，掘进总长度计1386.3m，可产原煤3.69万吨；可采煤房642个，可产原煤12.39万吨；掘进及回采煤量16.08万吨，回采率56.5%。三采区掘进支巷24条，联巷5条，掘进长度706.1m，可产原煤1.88万吨；可采煤房718个，可产原煤13.86万吨；掘进及回采煤量15.74万吨，回采率57.5%。四采区掘进支巷5条，支巷联巷30条，掘进总长度计1690.4m，可产原煤4.51万吨；可采煤房716个，可产原煤13.82万吨；掘进及回采总煤量18.33万吨，回采率68.73%。五采区掘进支巷59条，联巷29条，掘进长度总长度4542.6m，可产原煤12.21万吨；可采煤房1689个，可产原煤33万吨；掘进及回采总煤量45.21万吨，回采率真67.5%。表11 42煤南翼边角煤及通道煤柱掘进巷道及回采概况表名称掘进长度（m）可采储量（万吨）采出煤量（万吨）回采率一采区32829474229.3662%二采0856.5%三采区7061273815.7257.5%5四采区16904266718.3368.73%五采区454266745.2167.5%合 计11578.3196.94124.763.3%备注：根据以往回采经验，每月可回采煤量为7万吨，预计工期18个月，由于小窑越界位置未知，采区可采储量及掘进量及工期将可能发生变化。四、服务年限、开（竣）工时间预计工期约18个月。预期开工时间：2012年10月10日预期竣工时间：2014年4月10日 附图1-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采巷道布置平面图 第167页第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面位置42煤南翼边角煤及通道回采工作面位于榆家梁煤矿井田的东南部井田边界，地属营地梁村。二、井下位置及四邻采掘情况42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面东南部为火烧区及小窑越界开采区，西部为42213-1综采工作面采空区，北部为井田边界。三、回采对地面水体及地物影响本工作面回采范围地表无建筑物，地表为荒山，掘进及回采对地表无重要影响。第二节 煤层赋存特征及地质构造一、巷道围岩特征及煤层赋存情况（一）巷道围岩特征42煤顶板岩性为砂质泥岩，块状结构，顶板属于不稳定较稳定顶板（-类）。42煤底板为粉砂岩，灰色，泥质胶结，均一致密。详见表2-2-1。表2-2-1 巷道围岩特征表煤层顶底板情况顶、底板岩石名称厚度m岩性描述老顶细砂岩5.84-7.20 6.60灰黄色，以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选滚圆较好，细粒状结构，泥质胶结。直接顶砂质泥岩10.8-12.7 11.88浅灰黄色-青灰色，块状，结构致密，夹泥岩薄层，含植物化石岩屑。伪顶无直接底粉砂岩1.00-1.50 1.20浅灰色，块状，以长石、石英为主，暗色矿物次之，分选滚圆较差，泥钙质胶结。（二）煤层赋存情况该采区范围内，煤层厚度5.6-6.7m,平均6.22m ,容重1.29t/m3，结构比较简单，工作面内普遍存在一层泥岩夹矸，厚度0.02-0.14m。煤层属于42煤，黑色，半亮型，条带状结构，参差状段口。结构：1.84(0.08)4.30 ，夹矸为灰色泥岩。二、地质构造情况42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面内地层总的趋势是呈宽缓的波状起伏，工作面中部低两边高，局部有起伏，倾角1-3，掘进段地表为黄土沟壑区，断层不发育,后生裂隙发育。煤层底板标高1192-1209m，地面标高1270m-1354m，上覆基岩厚度20-50m。表22-2 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度m5.6-6.7煤层倾角（）1-3煤层层理水平层理煤层节理发育自然发火期d30煤尘爆炸指数级附:图 2-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面 井上下对照图 附:图2-2-2 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面柱状图附:图2-2-3 42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面井上下对照图附:图2-2-4 42煤南翼边角灯及通道煤柱旺采工作面底板等值线与上覆基岩等厚线图三、水文地质构造情况工作面地表沟壑发育，上覆松散层厚度变化较大且上覆基岩厚度较小，雨季大气降水为工作面的主要充水水源，一方面大气降水通过松散层及基岩裂隙直接下渗补给井下、另一方面地表洪水通过采空塌陷裂隙进入采空区。预计正常涌水量为15m3/h，最大涌水量20m3/h。考虑42煤南翼边角煤及通道煤柱旺采工作面上覆基岩薄，临近火烧区，并且同小煤窑老塘和我矿采空区相邻，应预防火烧区及与小窑、采空区贯通出现大的涌水，因此应设置不小于60 m3/h的排水工程，工作面及时排水，保证不影响正常掘进、回采。四、影响掘进、回采的其他因素（一）瓦斯根据42煤层自然瓦斯成份，本工作面划为二氧化碳-氮气区，根据历年光谱分析采掘中实测瓦斯浓度为“0.003”，不应忽视瓦斯预防，应根据实际情况加强回采工作面供风量。（二）煤尘42煤有煤尘爆炸危险性，开采中应予足够重视，根据巷道性质限制一定的最高风速。（三）煤的自燃42煤层属易自燃煤层，掘进时应减少浮煤，及时用岩粉覆盖，杜绝自燃热源。（四）地温本区地温正常为无热害区。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一 、 巷道布置42煤南翼边角煤及通道煤柱回采所有巷道布置在42煤层中，底板标高为1192-1209m，所有巷道均留底煤掘进。 支巷均垂直于顺槽布置。详见表1-1-1二、巷道断面形状及尺寸表3-1-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱巷道断面及尺寸巷道名称底板标高（m）高（m）宽（m）断面（m2）集中巷1192-12093.85.420.52支巷1192-12093.85.420.52联巷1192-12093.85.420.52煤房1192-12094.53.314.85三、煤柱的留设采区区段间留设10m隔离煤柱、采区边界与小窑采空区、火烧区边界留设20m保煤柱，回采过程中不得破坏；旺采区支巷间煤柱为11.5m，旺采区采硐间留设宽0.3m的硐间煤柱（硐间煤柱在采硐回采完成后根据顶板压力情况决定是否回收）； 顺槽间留设15m煤柱、支巷与顺槽口间留设6m宽的护巷煤柱，前方支巷回采完毕后，对旺采区顺槽及支巷所留煤柱进行回采。四、掘进及回采的施工顺序采区回采顺序：旺采一区旺采二区旺采三区旺采四区旺采五区。采区内回采顺序：采区内回采时，按照区段依次回采，当集中巷两翼布置的区段回采完成后，对集中巷煤柱及区段与集中巷留设的护巷煤柱回采。第二节 矿 压 观 测一观测对象各旺采区顺槽及特殊地质构造带。二、观测内容(一) 用顶板离层仪观测顶板变化量。(二) 用钢尺量标记点两帮位移量。(三) 用拉力计检测锚杆锚固力，用扭矩扳手测试锚杆的扭矩力。三、顶板离层仪安装及管理方法第一条 必须安设顶板离层仪的地点1.旺采工作面各集中巷，每隔200米安装一套;2.区段内支巷的交叉点3.受断层等地质构造影响的巷道;4.根据地测公司提供地质资料显示地质条件有明显变化的巷道。第二条 顶板离层仪安设的要求1.上述顶板离层仪要求在掘进时，必须安设到位。2.安设地点及间距要求安设地点安设间距（m）薄基岩段50旺采区顺槽交叉点503.顶板离层仪优先安装在顺槽联巷口或巷道跨度大的巷道中间位置。深部、浅部读数安装预设值统一为10mm。顶板离层仪应紧跟工作面的掘进位置及时按要求安设。4.顶板离层仪滞后掘进工作面的距离要求为能准确地观测各巷道的运动情况，结合顶板离层仪安设地点的要求，对各巷道顶板离层仪的安设滞后工作面的距离做如下规定：即所有应该安设顶板离层仪的巷道最后一台离层仪距工作面的最大距离不得大于1.5倍的安装间距。第三条 顶板离层仪的管理1.顶板离层仪必须实行编号挂牌管理（后附牌板样，大小为400mm*600mm），并建立顶板离层仪台帐及观测记录。区队派专人按规定每周对顶板离层仪进行观测，填写观测牌板和观测记录做好台帐，每月25号将台帐报生产科。2.顶板离层仪深孔读数超过40mm时，观测人应及时向矿生产科及总工程师汇报，并及时采取措施加强支护；顶板离层仪深孔读数超过80mm时，生产矿井必须向公司生产技术部汇报，生产管理部与矿方一起研究方案制定措施并跟踪落实。如浅孔读数有异常时，由各矿自行处理。3.生产科必须对所用顶板离层仪的材质、规格和质量进行严格监督，并对施工进度及质量进行检查验收，确保符合要求。四、数据处理边施工、边检测，及时对数据进行计算、处理分析，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第三节 支护设计一、巷道支护形式42煤顶板岩性为砂质泥岩，块状结构，顶板属于不稳定较稳定顶板（-类）。42煤底板为粉砂岩，灰色，泥质胶结，均一致密。根据我矿实际情况，确定巷道的支护形式如下：掘进顺槽采用锚杆、钢带、锚索联合的支护方式， 开口打2套锚索，开口抹角补打6根锚杆，透口抹角补打四根锚杆，透口补打两根锚索；支巷、支巷内联巷采用锚杆支护，开口抹角补打6根锚杆，透口补抹角补打四根锚杆；各区段支巷端头的边界回风巷不进行锚杆支护；支巷回采时采用XZ7000/24.5/46型履带式行走液压支架（以下简称线性支架）支护顶板，防止顶板随采随垮。二、巷道支护参数设计（一）、采用工程类比法确定巷道支护参数根据我矿实际，选择巷道的支护参数如下：1.顺槽采用锚杆、钢带、锚索联合支护，锚杆矩形布置5根/排，排距为1m，钢筋钢带规格为10mm*10mm*4000mm，锚索矩形布置1套/3m ；2.支巷采用锚杆支护，锚杆矩形布置5根/排。3.根据现场情况进行挂网，工作面遇到顶板构造或出现超高破顶的情况时，有构造及破顶部分的顶板必须在巷道正常支护外及时加挂金属网，未挂网前严禁在该巷道生产，如需挂帮网，帮网必须为塑钢网；因煤层有夹矸、弱面等构造，联巷抹角处有片帮危险的巷道，必须在对联巷顶板支护完成后，在联巷抹角处各加挂一片塑钢帮网，帮网未挂完前严禁该联巷行车、行人； 破碎机至工作面范围内的巷道帮部已发现有片帮危险的地方必须对该区域补挂帮网，未挂网前严禁生产。4.所有巷道顶板支护均采用16*2100mm一次性紧固锚杆，托盘选用8mm 120mm120mm的碟型方托盘，树脂锚固剂采用MSCK23400mm树脂药卷；锚索规格为15.24*6500mm ，帮锚杆采用18*1600mm玻璃钢锚杆，帮网规格为1.5*10m的塑钢菱形网。附: 图3-2-1 42煤南翼边角煤及通道煤柱巷道支护平、断面图.（二）、采用计算法校核支护参数1.锚杆长度校验顶锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中：L锚杆总长，m； L1锚杆外露长度（，从顶板算起顶L1取大值0.05 m）； L2锚杆有效长度（顶锚杆取免压拱高b），m； L3锚杆锚固长度（L3取最大值0.3），m；普氏免压拱高b=B/2+Htan（45-w/2）/f顶式中：B、H巷道掘进宽度和高度，B=5.4m，H=3.2m； f顶顶板岩石普氏系数， 根据顶板泥岩岩性f顶取3.47，w两帮围岩的内摩擦角，w取71.34(查表得)；L2bB2f0.78m; LL1L2L31.13m;LL1L2L30.05+1.13+0.3=1.48m；故锚杆长度2.1m符合要求。2.锚杆间排距校验锚杆间排距a式中：a锚杆间距； Q锚杆悬吊岩体重量（锚杆承载力勤）,取49kg； r岩体容重，取2.4kN/m3 k安全系数，取1.8；实际应用2.1m锚杆时，L2=L-L1-L3=1.75m；，计算得a 2.55m。故锚杆间排距取1m符合要求。（三）、采用计算法校核锚索支护参数3.按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，采用15.246500mm的锚索，将锚索加固的“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大于锚杆长度的整体冒落高度考虑。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，可由下式计算： LnF2/BH-（2F1sin）/L1 式中： L锚索间距，m； B巷道最大冒落宽度，9.8m； H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m； 岩体容重，2.4KN/m3； L1锚索排距，3.0m； F1锚杆锚固力，50KN； F2锚索极限承载力，取27T； 锚杆与巷道顶板的夹角，90； n锚索排数，取4。则： L=3.24m2.7m故所选锚索间距2.0m满足设计要求。应当指出，锚杆参数应结合巷道具体地质条件决定。在断层及构造带，须另补措施。（四）支架选型计算1.顶板支架选型计算的原则和要求：支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力；支架的结构和支护特性，要能适应和保护暴露顶板的完整性；支架底座铲板要适应底板的抗压强度及浮煤厚度；支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应；支架的安全性能要好。2.支架支护强度验算支架支护强度 P=（48）mr式中：m采高，取4.5m r直接顶岩层容重2.192.42T/m3，取2.4T/m3则P=（48）4.52.4 =33.667.2（T/ m2），取最大值P=67.2T/支架支护阻力为P0=PS式中：S= L1L0，L1为最大控顶距3.38m，L0为支架顶梁宽度2.3m；则，P0=67.23.382.39.8=5120（kN）.选用飞尔奇生产的7 M.R.S.-17型线性支架的支护阻力为7117kN.由于7117/51201.39,满足安全系数要求,故所选支架能够满足顶板支护的要求。四、巷道支护要求1.锚杆外露长度从托盘算起不大于50mm，锚杆与顶板安装角度：75105，锚杆额定锚固力为49KN，扭矩不小于100Nm，锚杆失效或报废，必须及时补打。2.锚杆必须从外向里逐排支护，严禁隔排空顶作业或从空顶内向外作业；联巷抹角处补打锚杆必须合理布置，不得有面积大于1m*1m的空顶区域。3.由于巷道开口被连续采煤机割到而造成失效的锚杆和钢带必须重新安装。4.锚杆支护严格按作业规程要求施工。必须保证所打锚杆横成排、竖成线；已施工的锚杆扭矩必须达到100Nm以上，抗拔力必须达到49KN以上。5.最大空顶距：正常情况下掘进最大空顶距确定为12m；当顶板松软、破碎、有裂隙，淋水增加，或煤层变薄顶煤厚度不足200mm时，最大空顶距为6m；当遇到断层或顶板极为破碎时最大空顶距为4m。6.回采时，线性支架必须及时移架，必须保证支架控顶距和初撑力达到要求，以达到对顶板的有效支护。7.锚索支护由生产科组织锚索队施工，正常情况下跟在破碎机后面，辅助运输巷要支护到煤机电缆筐处，主运输巷道支护到破碎机后10m；锚索队支护产生的水由锚索队负责及时清理干净，由跟班副队长在验收签字后方可结算。特殊情况做以下规定：.如遇顶板破碎、淋水大等情况时，锚索支护必须需跟到工作面支护；.对于裂隙发育地段应加挂“W”型刚带进行加强支护；.锚索锚固力达不到要求、顶板下沉明显地段要及时汇报生产科，以确定是否采取架棚进行加强支护。.上覆岩层厚度小于20m时，巷道的掘进支护执行过薄基岩安全技术措施。.顶板下沉明显地段要及时汇报生产科，以确定是否架棚加强支护。8.严格执行连采后备套施工管理补充规定。9.当工作面遇见断层、冲刷带，或者裂隙发育、顶板破碎、煤层变薄、薄基岩、顶板淋水大等地质条件变化时，必须采取加强支护措施。10.需挂网巷道，外委工队挂帮网在连采队移完破碎机后一个圆班必须将帮网跟至交接班平台及破碎机后，如遇片帮处，裂隙发育弱面构造处当班必须挂网，否则不得生产。第四节 支护工艺锚杆机支护作业过程可概括为定位、钻眼、安装锚杆并搅拌树脂和紧固锚杆等四道工序。1.定位：先将锚杆机调整在要支护巷道内，根据锚杆布置间排距，摆正锚杆机后，然后升起液压支护板掩护好顶板，然后升起临时支撑臂顶住顶板（如需加挂钢带，把钢带放在临时支撑臂上，并顶在顶板上，注意钢带孔与临时支撑臂孔正对）。2.钻眼：在钻箱上装好钻杆，操作阀杆使钻头刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头能顶到顶板并钻个小窝，接着操作快速给进阀，钻眼深达到设计要求时，边旋转边退出钻杆。3.安装锚杆并搅拌树脂：锚杆机司机先给打好的眼孔内装入一卷树脂药卷，用已上好托板和螺母的锚杆将树脂顶入钻眼内，锚杆机司机把专用搅拌器安在钻箱上，并将锚杆的尾部套在搅拌器上，钻箱一边搅拌一边推进，在锚杆推入孔内托盘与巷道顶板留20mm左右的间隙时，停止推进,继续搅拌, 搅拌时间应符合树脂使用说明所规定的时间（一般应为10 12秒），搅拌时间到后，停止旋转，向上推进将托盘顶紧在顶板上。4.紧固锚杆：然后必须等待3040s后，略降钻箱，使搅拌器与锚杆托盘之间略有间隙，并只给旋转力不给推进，使螺母将销子切断并紧固到位，钻箱泄压停止旋转，锚杆安装结束，如钻箱旋转压力不够，锚杆达不到扭矩要求时，必须采取人工紧固。第四章 工程施工方法及工艺第一节 施工方法及设备本工程掘进及回采采用连续采煤机及其配套设备施工。选用12Cm15-10DVZ型遥控连续采煤机来完成割煤和装煤工序，选用10SC32-48B-5型梭车来完成煤炭运输，利用GP460型破碎机完成煤炭的转载和破碎工作，破碎机运出的煤炭通过BSP1080/1000型顺槽胶带输送机运出工作面，进入主运输系统运出地面，使用CNMM25-4型锚杆机来完成巷道的支护工作，使用XZ7000/24.5/46型线型支架来完成回采时的支护工作，选用UN-488型铲车完成工作面物料、设备的搬运及巷道浮煤的清理工作。选用无轨胶轮车完成人员、物料、设备等的辅助运输。工作面设备配备及主要技术特征见表4-1-1表4-1-7.工作面设备布置见图4-1-1.表4-1-1 工作面设备配备表序号设备名称规格型号数量1连续采煤机12CM15-10DVZ12梭车10SC32-48B-513锚杆机CNMM25-414给料破碎机GP46015线性支架XZ7000/24.5/4646移动变电站KBSGZY-1250/10KBSGZY-800/10KBSGZY-200/101127蓄电池铲车UN-48818铲车充电机LA-10C19局部通风机2KBJ-18.5*24表4-1-2 12Cm15-10DVZ型连续采煤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11.053.32.1m生产能力15-27T/min重量57T行走速度4.6-19.3m/min总功率553KW输送机宽度762mm电压1140V尾部旋转角左右45度截割头宽度3.3m收集臂CLAs三星轮滚筒直经1.12m截齿类型U85采高2.6574.6m油箱容积530L工作倾角范围17生产厂家美国JOY公司表4-1-3 UN-488型铲车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8.662.921.27m动力来源蓄电池128VDC充电运转时间8-10h/次重量18.144T回转内径3.53mm最大载重10T外径7.11m表4-1-4 CNMM25-4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长宽高636034002287mm最大支护高度5400mm重量42T行走速度025m/min行走方式履带钻杆驱动方式两级进给最大爬坡16钻杆转速490r/min、600 r/min液压泵齿轮泵、液压磁进给速度020m/min采高45006000mm电缆跟进方式自动卷缆整机功率255Kw除尘方式真空吸尘，三级过滤电压1140V/660V生产厂家煤科总院太原研究院表4-1-5 10SC32-48C-5型梭车技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸（长宽高）9.1943.3531.97（m）回转内径2.65m外径6.70m动力来源1140V交流电最大载重45吨总功率243KW前进坡度6度卸载时间45秒离地间隙最大290mm牵引速度5.46.1（Km/h）生产厂家美国JOY公司表4-1-6 GP460型给料破碎机主要技术特征料斗容积6.51m3履带行走速度15.32m/min输送能力460t/h履带对地比压0.167mPa刮板链速0.463m/s行走减速器二级行星齿轮刮板链48A套筒滚子链泵站电机功率75KW减速器二级行星齿轮液压泵双联叶片泵破碎电机功率75KW液压马达柱塞式马达供电电压1140V系统额定压力16.5mPa破碎减速器蜗轮蜗杆油箱容积740L破碎轴转速112r/min整机重量27900kg破碎轴转速112r/min整机重量27900kg表4-1-7 XZ7000/24.5/46型线性支架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567524302450 mm 功率90KW初 撑 力3959 kN (P=20.0 mPa)电压1140V工作阻力 7000 kN （P=35.36 mPa）顶梁左右摆角 15行走方式履带履带中心距1770 mm接地面积2.5 m2铲板抬起高度275 mm机重35 T支撑高度24504600 mm图4-1-1 掘进设备布置示意图图4-1-2 回采设备布置示意图第二节 施工工艺一、掘进工艺连采掘进工作面施工的工艺过程主要包括落煤和装煤、运煤、浮煤清理、支护等主要工序。（一）落煤和装煤工序选用美国JOY公司制造的12Cm15-10DVZ型遥控连续采煤机完成落煤和装煤工序。1.落煤截割方式：连采机截割包括切槽和采垛两道工序。切槽工序：连采机司机在激光指向仪的导向下，确定采煤机的进刀位置，进刀位置选择在巷道左侧，沿激光指向仪的导向（左侧3.2m）为标准进行施工，连采机从底板进刀，掘进 10.5m退机， 这一工序称为切槽。采垛工序：完成切槽工序后，将煤机调至巷道另一侧，并以激光指向仪的导向（5.4m宽巷道沿激光右侧2.2m）为标准，来确定位置，开始割剩余部分的煤，这一工序称为采垛。图42-1 切槽、采垛工序示意图截割循环：无论是切槽还是采垛工序，连续采煤机截割时，首先将采煤机截割头调整至巷道顶板，由上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，煤机稍向后退，割完底煤,使巷道底板平整，并装完余煤，采煤机在割煤过程中,为保证顶板平整,应每割三刀退回扫一次顶板，接着进行下一个循环。采煤机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环。循环进尺：根据榆家梁煤矿42煤煤层顶板岩性和42煤南翼实际情况，巷道均留底煤掘进，顶煤厚度保证400600 mm，巷道高度必须大于等于设计采高，在正常情况下循环进度为10.5m；当顶板松软、破碎、有裂隙，淋水增加，或煤层变薄顶煤厚度不足200mm时，循环进度最大为6m；当遇到断层或顶板极为破碎时掘锚循环进度最大为4m。图4-2-2 连采机割煤工艺流程示意图（二）装煤工序通过连续采煤机的装载机构、运输机构来完成装煤工序。连续采煤机上设有装载机构（装煤铲板和圆盘耙杆装载机构）和中部输送机，连续采煤机割煤时，煤炭落在装煤铲板上，同时圆盘耙杆连续运转，将煤炭装入中部运输机，运输机再将煤装入后面等待的梭车。（三）运煤工序当连续采煤机落煤后，梭车迅速到连续采煤机后方接煤，装满后，迅速平稳行驶到给料破碎机处卸煤，卸下的煤炭由给料破碎机破碎后经胶带输送机运出工作面。梭车快速卸煤后，迅速返回连续采煤机后部装煤，这样穿梭行走完成连续采煤机到给料机的运煤。梭车运煤过程要迅速，以保证连续采煤机尽可能连续作业。（四）清理浮煤工序掘进完成一个循环后，连续采煤机退出刚刚所掘进的巷道，降下铲板，使用连续采煤机对巷道内的浮煤进行初步清理，锚杆机支护完成后用铲车进行二次清理。在清理浮煤时，应注意巷道两帮的电缆、水管、风筒及瓦斯探头等设备。交接班前必须将巷道内的浮煤清理干净。（五）支护工序当连续采煤机掘进过程中，锚杆机司机利用铲车将锚杆、树脂等支护材料运至锚杆机上并做好调机准备；当连续采煤机掘进完一个循环时，首先用煤机将巷道浮煤作初步清理， 然后进行调机，把煤机退到联巷后方，把锚杆机跨巷电缆悬挂好，并将锚杆机经过联巷调到刚才掘进的巷道内进行支护，支护从外向里逐排进行。然后把煤机经过联巷调到另一条巷道进行掘进。（六）各工序之间的配合及注意事项在正规循环作业中，连续采煤机司机应在梭车停稳接煤时装煤，梭车空车尽可能及时运行到采煤机后面等待装煤，以提高煤机的工作效率；锚杆机与连续采煤机平行作业，煤机退出一条截割巷时，锚杆机便进入进行支护作业；梭车必须按照行车线路运行。铲车司机应及时清理支护完好巷道内浮煤浮矸，并且准备好工作面所需物料。破碎机司机应及时开启破碎机，保证梭车卸煤、破碎拉出，不影响生产。生产正常时严禁破碎机司机进入工作面，应在破碎机后方等待，需要拉、挂电缆时由梭车司机通知破碎机司机，并停止梭车，待破碎机司机拉完电缆撤出以后方可开启梭车进行生产，在调机时拉电缆人员严禁站在煤机运输机摆动范围内，且挂电缆时，煤机必须停机停泵，严禁在煤机行走时挂电缆。各工种作业人员互相协调安排平行作业,充分利用工时,提高生产效率，坚持正规循环作业。生产过程中严格执行“行人不行车，行车不行人”制度,进入掘进工作面的联巷口和破碎机处设置“设备运行，严禁入内”标志牌。当巷道向前推进一个联巷时，给料破碎机向前移动一个联巷，同时延伸胶带输送机，以缩短运输距离，从而提高掘进效率。（七）最大空顶距根据榆家梁煤矿42煤顶板岩性和42煤南翼以前掘进的实际生产经验，该工作面掘进的巷道留底煤掘进，保证巷道设计高度。在正常情况下，最大空顶距为12m，最小空顶距为1.5m，循环进度为10.5m。二、全部垮落法回采工艺（一）回采工艺1.采用线性支架护顶全部垮落法房采时，采区由保安煤柱划分为若干区段，区段间留10m隔离煤柱，每一区段联巷间每隔30-40m由联巷联通。将区段划分成若干个条带，逐条带后退进行回采。区段、条带及支巷均采用后退式进行回采，集中巷前方相对两侧的区段全部回采完毕后，最后回收集中巷及支巷口所留煤柱。2.采用双翼进刀后退式回采工艺对煤柱进行回收，首次左翼，再次右翼，由里向外依次进行，回采进刀方向与支巷均成35-60夹角,采硐宽度3.3m、采硐深度左7.5m，右11m；每刀完成后，根据顶板压力状况回收采硐间所留0.3m煤柱，煤柱浮煤回收完成后，支架迈步式交替前移至相应位置，进行下一个循环。 使用线性支架进行回采的主要工序如下：置线性支架于支巷最前端左翼采硐清理浮煤移架右翼采硐清理浮煤移架。回采时，先将两台线性支架（1号、2号）置于区段内支巷端部（回采支巷时，将1号、2号支架调入区段左侧第一条支巷），然后调入连采机进行回采，先采左翼，即1号采硐，1号采硐采完之后，前移1号支架护顶，之后右翼回采2号采硐，采完之后退机，前移2号支架护顶，如此交替进行回采、移架