4-206回撤通道掘进作业规程.doc

-206主辅回撤通道掘进作业规程东博煤矿会审签字栏部 门签 字日 期备 注总工程师生产矿长安全矿长机电矿长生产副总生产安全机电技术生产技术部测量通风机电技术安 监 部通 风 科安 检 科调度主任东博煤矿会审意见会审意见： 目 录第一章、工程概况-6- 一、概述-6- 第二章、地质说明-7- 一、地理概况-7- 二、主要自然灾害-8- 三、矿区开采情况-8-四、区域水文地质情况-9-五、工业分析-11-第三章、巷道布置及支护说明-11- 一、巷道布置-13-二、支护设计-14- 第四章、工程施工方法及工艺-16- 一、施工方法及施工设备-16-二、工作面掘进顺序:-19-三、掘进工艺:-19-四、支护工艺:-22-五、探放工艺-24-六、其它工作安排:-24-七、施工组织-26-第五章、生产系统-27-一、运输系统-27-二、通风系统-27-三、供电系统-30-四、供水系统-388-五、排水系统-399-六、通讯、监测系统-39-七、防灭火系统-39-八、喷雾洒水防尘系统-40-九、压风系统-40-第六章、工作面工程质量及煤质管理-41-一、工作面工程质量标准-41-二、“一通三防”有关标准-42-三、煤质指标及现场管理措施-41-四、生产系统文明卫生标准-42-五、生产系统机电设备质量要求-433-第七章、劳动组织及主要经济技术指标-455-一、劳动组织-455-二、主要经济技术指标-466-第八章、工作面灾害防治-477-一、水灾事故的预防-477-二、火灾事故的预防-477-三、瓦斯、煤尘事故的预防-499-四、顶板事故的预防-50-五、避灾路线-51-第九章、安全技术措施-522-一、掘进机掘进循环进度安全技术措施-522-二、各工种操作的安全技术措施-522-三、掘进及顶帮管理安全技术措施-533-四、支护安全管理措施-544-五、机电运输管理安全技术措施-566-六、工作面“一通三防”安全技术措施-577-七、安全监测监控系统管理措施-60-八、巷道贯通安全技术措施-61-九、过断层及构造带安全技术措施-61-十、探放安全技术措施-62-十一、车辆运输安全技术措施-64-十二、保证工程质量的措施-66-十三、其它安全技术措施-66第十章、作业规程学习及考试记录-68-附图目录-206回撤通道掘进工程平面图-206回撤通道掘进工程断面支护图-206回撤通道掘进工程通风系统图-206回撤通道掘进工程供电系统图-206回撤通道掘进工程循环作业图表-206回撤通道掘进工程避灾路线图第5页 -206主辅回撤通道掘进作业规程第一章、工程概况第一章 概况一、 概述-206主辅回撤通道设计长度为250米，是综采工作面设备回撤主要通道。二、 编写依据1伊金霍洛旗东博煤炭有限责任公司-2煤层工作面布置平面图2煤矿安全规程(2011实施的版本)3亿利资源集团质量标准化标准4.亿利资源集团生产技术管理若干规定5.掘进工作面技术装备6.安全技术操作规程7伊金霍洛旗东博煤炭有限责任公司初步设计8内蒙古自治区井工煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法第二章 地面位置及地质情况第一章 矿井概况一、地理概况1、交通位置东博煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内，行政区划隶属于伊金霍洛旗新庙镇。具体位置在七概沟西北一带。其地理坐标为： 东 经：11015061101756 北 纬：392215392525内蒙古自治区国土资源厅于2008年1月7日以“内国土资采划字20070358号”文为伊金霍洛旗东博煤炭有限责任公司进行了“划定矿区范围批复”，矿山名称为伊金霍洛旗东博煤炭有限责任公司煤矿，矿区面积10.2994km2，开采标高12311100m，其范围由7个拐点圈定。各拐点坐标见表1-1。 表1-1东博煤矿勘探区及资源储量估算范围各拐点坐标一览表拐点编号1954年北京坐标系拐点编号1954年北京坐标系XYXY14363200.0037439400.0054365550.0037436000.0024360000.0037439400.0064365884.0037437180.0034364300.0037435550.0074365400.0037437300.0044365000.0037435950.00井田位于伊金霍洛旗新庙镇东南与陕西省交界处，新庙镇南约8km，包府公路由井田东南部穿过，沿包(头)府(谷)公路向南约35km可至陕西省神木县大柳塔镇，向北约62km可到鄂尔多斯市东胜区。东胜区是鄂尔多斯市市政府所在地，是内蒙古自治区西部地区的重要交通枢纽，东西向有109国道(北京拉萨)经过市区，南北向有210国道(包头南宁)、包府公路(包头府谷)、包神铁路(包头神木)通过，交通干线、支线四通八达。2、地形地貌井田地形呈北高南低，最高点位于勘查区北部，海拔标高1332.0m，最低点位于勘查区南部七概沟中，海拔标高1200m，最大标高差132.0m。区内一般海拔标高为12501300m，一般高差50m左右。井田第四系风积砂(Q4eol)分布广泛，植被稀少，属半沙漠波状沙丘地貌特征。3、水系井田东南部为七概沟，井田内沟谷均为七概沟的支沟，所有沟谷均为季节性沟谷，旱季无水，雨季在暴雨后可形成短暂洪流，向南经勃牛川流入陕西省的窟野河，最终注入黄河。4、气象井田属半沙漠、干旱半干旱高原大陆性气候，阳光辐射强烈，日照丰富，冬寒夏热，多风少雨。据伊金霍洛旗气象站资料，区内年平均气温6.27.8，最高气温36.6，最低气温-29.6；年均降水量350mm左右，多集中在7、8、9月份；年均蒸发量2492.1mm；常年以西北风为主，最大风速24m/s；最大冻土深度1.5m。5、地震依据中国地震动参数区划图(GB/18306-2001)本区地震动峰值加速度为0.05，对照中国地震烈度区划图（1900），地震烈度为6，为弱震预测区，近年来未发生过破坏性地震。二、主要自然灾害本区属半沙漠、干旱半干旱的高原大陆性气候，井田内风积沙遍布，北部及东部边缘多为波状沙丘，中部及西南部多为平沙地，地势较为平缓。主要自然灾害为气象灾害和地震灾害，气象灾害主要为旱灾。对矿井建设和生产基本没有影响。井田目前还未发现崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害。三、矿区开发史及现有生产、在建矿井和小窑分布及开采情况1、矿区开发简史东博煤矿位于鄂尔多斯神东矿区东胜区，根据国家发展和改革委关于内蒙古自治区鄂尔多斯神东矿区东胜区总体规划的批复（发改能源20081304号），将神东矿区东胜区划分为17个矿（井）田和1个小煤矿整合开采区，大中型煤矿生产建设总规模为8840万吨/年。东博煤矿属于新庙小煤矿整合开采区。矿区开发现状如下：（1）生产矿井上湾矿井1000万吨/年，补连塔矿井2000万吨/年，乌兰木伦矿井300万吨/年。（2）改扩建矿井武家塔露天矿300万吨/年，霍洛湾矿井300万吨/年，柳塔矿井300万吨/年，万利寸草塔（一矿）矿井240万吨/年，金峰寸草塔（二矿）矿井300万吨/年，李家塔矿井300万吨/年，温家塔矿井400万吨/年，朝石矿井90万吨/年。（3）新建矿井布尔台矿井2000万吨/年，湾图沟矿井300万吨/年，转龙湾矿井500万吨/年，淖尔壕矿井180万吨/年，赛蒙特尔矿井150万吨/年，满来梁矿井180万吨/年。2、四邻现有生产、在建矿井和小窑分布及开采情况东博煤矿位于东胜煤田的浅部露头区，井田西南部-2煤层露头附近历史上有小窑开采记录，生产能力13万吨/年，采用房柱式开采方式，开采范围很小。东博煤矿周边煤矿开发较早，井田东部及东北部的各生产矿井和小窑开采-2、-2及-1煤层不等，采用平硐开采方式，自然煤柱支护，年产1060万吨不等，顶、底板岩性多为砂质泥岩。各煤矿在采掘过程中矿井的涌水量一般1020t/d；从未发生过瓦斯、煤尘爆炸事故，但普遍存在顶板小面积垮落，个别煤矿有底鼓现象发生。总体来看，各煤矿的开采技术条件较简单。本井田范围内以往无小窑开采，井田内无小窑开采采空区，安全条件较好。井田东邻伊金霍洛旗昊达煤矿，目前已建成投产，生产能力90万吨/年，南邻丁家渠煤矿，采掘条件基本相同，开采技术条件简单。四、区域水文地质概况东胜煤田位于鄂尔多斯高原东北部，海拔标高一般12001400m，地形中部高，向南北两侧逐步降低。沿泊尔江海子东胜潮脑梁一带地形较高，海拔标高一般14001500m，构成区域地表分水岭，俗称“东胜梁”。最高点在东胜东南约18km处的神山上，海拔标高1584m。煤田内地形切割强烈，沟谷纵横，具侵蚀性丘陵地貌特征。主要沟谷有乌兰木伦河、勃牛川、罕台川、哈什拉川、西柳沟等，均属黄河流域水系，多为季节性河流，旱季干涸无水或有溪流，雨季暴雨过后可形成短暂的洪流。根据地下水的赋存条件和水力性质，将区域含水岩组划分为两类：第四系松散岩类孔隙潜水含水岩组和中生界基岩风化裂隙潜水承压水含水岩组。五、井田水文地质条件及含水层1、矿井水文地质情况东博煤矿位于东胜煤田中南部，“东胜梁”以南，地形呈北高南低，区内大面积被第四系风积砂(Q4eol)覆盖，地处干旱的半沙漠地带，为侵蚀性丘陵地貌，水系不甚发育。井田直接充水含水层含水空间以裂隙为主，孔隙次之；煤层位于地下水位以下，以大气降水为主要充水水源，直接充水含水层单位涌水量q0.1L/sm，富水性弱。2、矿井主要含水层和隔水层根据原详查报告资料，结合井田含水岩组的赋存条件、分布状况及富水性等特点，将井田含水岩组划分为两类：松散岩类孔隙潜水含水岩组和碎屑岩类孔隙、裂隙潜水承压水含水岩组，现分述如下：（一）松散岩类孔隙潜水含水岩组该含水岩组主要由第四系风积砂（Q4eol）及冲洪积物(Q4al+pl)构成，厚度一般小于10m。据原报告资料，水位埋深1.52m左右，钻孔涌水量Q=0.120.483L/s，泉水流量113L/s，渗透系数K=3.433 m/d，地下水化学类型为HCO3-Ca型水，水中溶解性总固体含量低，水质良好，该含水岩组含孔隙潜水，富水性弱。（二）基岩风化裂隙潜水承压水含水岩组侏罗系中下统延安组(J1-2y)孔隙裂隙潜水承压水含水层：该含水层以中粒砂岩，风化裂隙发育的泥岩为主，隔水层为完整的泥岩、砂质泥岩及煤层。据详查阶段水文钻孔ZK717孔(在矿区西部，距矿区4km处）抽水试验资料：单位涌水量q=0.00030.002L/s.m，渗透系数K=0.002910.01805m/d，水位标高1246.99m，水中溶解性总固体790mg/L860mg/L，地下水化学类型为HCO3Cl-Na型及ClHCO3-Na型水，水质较好。据邻近矿井实际开采资料：在正常生产中涌水量为15m3/d。该含水岩组含孔隙、裂隙潜水承压水，富水性弱。该含水层以区外侧向迳流补给为主，大气降水次之，迳流条件较差，以矿井排水、侧向迳流排泄为主，是矿井直接充水含水层。三叠系延长组(T3y)孔隙裂隙承压水含水层：该含水层位于可采煤层以下，岩性以灰绿色中粗粒砂岩为主。据原报告水文钻孔抽水试验资料：涌水量Q=0.08L/s，单位涌水量q=0.0007L/sm，渗透系数K=0.238 m/d，水位标高1258.30m，该含水岩组含孔隙裂隙承压水，含水层富水性弱。根据本矿井及周边矿区的水文地质规律，地下水水流方向是由东北向西南迳流，水循环慢，迳流微弱。各含水层富水性差，均表现其以静储量为主，易疏干。井田各含水层，气候枯季补给不良，雨季补给明显，各含水层间水力联系较差。IV-2煤层相关地质情况-2煤层：赋存于延安组中部。为勘探区内主要可采煤层，层位较为稳定，煤层厚度1.473.42m，平均2.45m，为中厚煤层；利用厚度1.073.42m，平均2.29m；煤层结构简单，偶含1层夹矸。分布面积连续，对比可靠，煤层稳定程度为较稳定类型；煤层顶底板岩性为灰色、深灰色泥岩。煤层埋深0129.33m，平均92.56m，距-2煤层间距34.0842.20m，平均39.13m。1、煤的化学性质工业分析-2煤层：属低灰分煤(LA)、低硫分（LS）、特低磷(SLP)、中高挥发分(MHV)、特高热值(SHQ)煤。2、工艺性能 (1)发热量(Qgr,d):-2煤层：平均30.03J/kg，属高热值煤(HQ)；气化性能: 煤对CO2反应性：-2煤层，当温度为1150时，煤对CO2还原率为43.962.6%之间，反应性差。 热稳定性：-2煤层属较高热稳定性煤。（3）煤灰成分、灰熔融性：煤灰成分一般以SiO2为主，在10.2753.47%，CaO含量9.0751.42%，MgO含量0.383.17%，Al2O3含量4.3419.55%，Fe2O3含量3.1818.29%，TiO2含量0.270.96%，SO3含量3.4213.02%。煤灰软化温度（ST）在11421340，为较低软化温度灰。（4）粘结性：本井田各层煤的粘结指数G均为零，属不粘煤。（5）可磨性：本井田各层煤的可磨性测定结果为5556，换算成哈氏法数值后，可磨系数皆大于1，表明容易磨碎。（6）结渣性：属强结渣煤。（7）低温干馏：本井田各层煤的含油率在2.4911.77%之间，平均4.45%，为含油煤。瓦斯情况：可采煤层瓦斯含量0.260.62ml/g燃，瓦斯中可燃气体含量9.6910.22%，CO2含量5.267.69%，N2含量82.0990.16%，瓦斯分带属N2带。但煤矿在开采过程中应严密监测井下瓦斯含量，保证井下通风系统畅通，防止井下瓦斯局部聚集，酿成事故。煤尘情况：煤层的浮煤挥发分产率较高，煤层爆炸性指数在3546之间，远大于10的界限指标，属于易爆炸煤层。据原详查报告所采煤尘爆炸性试验样及生产大样的测试结果：其火焰长度大于400mm时，抑制煤尘爆炸的岩粉量为63.3365%。表明煤层有煤尘爆炸危险性。井田第四系松散沉积物分布广泛，井田外南部个别地段直接覆盖在-2煤层上，可能会造成矿井涌砂、涌水等工程地质问题。含煤地层侏罗系碎屑岩类沉积岩以泥岩、粉砂岩、细砂岩为主，抗压强度2949MPa，力学强度较低。煤层顶底板岩石以泥质粉砂岩、砂岩泥岩为主。据原报告岩石物理力学性质试验成果，泥岩单轴极限抗压强度29MPa，属于软弱岩石；粉砂岩抗压强度3959MPa，多为49MPa左右，属于半坚硬岩石；泥质填隙砂岩抗压强度29MPa，属软弱岩石，钙质填隙的砂岩抗压强度3959MPa，属半坚硬岩石。由此可知，井田煤层顶底板岩石以层状碎屑沉积岩类为主，夹松散软弱岩类，为软弱半坚硬岩石，另外井田地形地貌条件简单，地形有利于自然排水，地层岩性较单一，地质构造简单，岩溶不发育，岩体以厚层状结构为主，岩石强度不高，但稳定性较好，局部地段有软弱夹层，可能会发生局部矿山工程地质问题。因此将井田工程地质类型划分为第三类第二型，即以层状岩类为主，工程地质条件中等型。第三章、巷道布置及支护说明一、巷道布置-206主回撤通道开口坐标为：X=4363763.302； Y=37437979.021；方位角：2280937。-206辅回撤通道开口坐标为：X=4363748.402； Y=37437992.363；方位角：2280937。二、巷道设计1、-206主回撤通道为矩形断面，延顶板破底板掘进：巷宽4.8 m,巷高2.8m，顶板采用锚杆、锚索、网片联合支护。锚杆间排距10001000，每排5根，外侧锚杆距巷道帮400；主回撤通道按中心线施工锚索，锚索间排2500，每排一套。主回撤通道顶部挂双层8#铁丝网，采煤帮铁丝网下垂400mm（双层）。2、-206辅回撤通道为矩形断面，延顶板破底板掘进：巷宽5m,巷高2.8m，顶板采用锚杆、网片联合支护。锚杆间排距10001000，每排5根，外侧锚杆距巷道帮500；辅回撤通道顶部挂6.5mm钢筋网；辅回撤通道按中心线施工锚索，锚索间排2500，每排一套。3、辅回撤通道每50m开一绞车硐室，距2#绞车硐10m开一泵站硐室，宽4 m,高2.8m，深5m；顶板采用锚杆支护，锚杆间排距10001000，每排4根，外侧锚杆距巷道帮500。4、主、辅回撤通道每50m开一联巷，宽5 m,高2.8m；顶板采用锚杆、网片支护，锚杆间排距10001000，支护同辅回撤巷道。5、主回撤通道每掘50m开一调节巷，宽3.2 m,高2.6m，深15m；顶板采用锚杆支护，锚杆间排距10001000，每排3根，外侧锚杆距巷道帮600。 三、支护方式1、锚杆支护参数：锚杆规格161800；树脂规格23600，每眼1卷。锚固力不小于50kN，扭矩力不小于100Nm。2、锚索支护参数：锚杆规格15.246000；树脂规格23600，每眼1卷。3、挂网要求：挂8#铁丝网（网格40*40mm），要平、展、不卷网、不漏网。采用双边联接，搭接200mm，每4孔用12#铁丝扭一扣，拧3-5圈，拧紧拧牢。二、支护设计1、锚杆长度设计计算（1）按悬吊作用计算L=L1+L2+L3=0.05+1.36+0.35=1.76m为确保支护效果，锚杆长度取1.8m式中 L锚杆长度， m； L1外露长度，m； L2有效长度，m； L3锚固长度，m。锚杆外露长度L1取决于锚杆类型和构造，一般比垫板和螺母厚度大25cm。锚杆有效长度L2根据顶板条件而定。可以是锚杆所锚固的松软直接顶的厚度，可以是普氏压力拱高，也可以是巷道顶板岩层的破碎带（塑性区）高度。L2b(b免压拱高)B=【B/2+Htan(45-W帮/2】/f顶 =1.36mB:巷宽=5mH：巷高=2.8mW帮：煤帮的内摩擦角度，查表取63f顶：顶煤的普氏压力强度，取2.5锚固长度L3按经验可取0.35m，也可按锚固端粘结力等于锚杆杆体拉断力计算：L3=式中 d锚杆直径； 拉杆体材料设计抗拉强度，Mpa； 粘杆体和孔壁与粘结剂的粘结强度，Mpa。2、锚杆间排距按锚杆所能悬吊的岩体重量计算：=0.887d=1.4m考虑锚杆布置以及安全，取1.0m式中 锚杆间排距，m； 岩石密度，kN/m3； K安全系数，取1.51.8。3、锚杆杆体直径 按锚杆承载力与锚固力等强度计算：D=1.13=0.01557 m考虑锚杆规格以及安全取0.016 m 式中 d锚杆直径，m； Q拉拨实验测得的锚杆锚固力，kN。应当指出，锚杆参数应结合巷道具体地质条件决定。在构造及断层带，须补强支护。附：-206回撤通道掘进工程断面支护图。第71页第四章、工程施工方法及工艺一、施工方法及施工设备所有巷道的掘进均采用掘进机及其后配套设备施工，沿顶掘进，保证巷道高度。 选用煤炭科学研究总院太原分院设计制造的EBZ160TY型掘进机来完成破煤工序，煤炭由装载部把煤装到刮板机，再由刮板机转载到二运，煤经二运到顺槽胶带运输机到刮板机到运输大巷胶带机到联络巷胶带机再到主斜井胶带机，最后运至地面筛分刮板机到煤场；ZL30B-型装载机或人工完成材料及小型设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作；用MYT-125/330液压锚杆钻机来完成巷道的支护工作。工作面设备配备见下表：工作面设备配备表序号设备名称规格型号数量1掘进机EBZ160TY12单体液压锚杆钻机MYT-125/33023装载机ZL30B-14移动变电站KBSGZY-800/10/1.1415移动变电站KBSGZY-315/10/0.6926胶带运输机STJ80/5517刮板运输机40T18二运DZQ80/30/1119局部通风机215KW110激光指向仪YHJ800A型211馈电开关KBZ300/1140（660）1各设备主要技术特征见下表：DZQ80/30/11型转载带式输送机主要技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数电滚筒型号YDB111.6-800*500电机功率11kw转载能力300T/h电机电压1140V皮带运行速度1.6m/s总 重3447T生产厂家太原斯迈尔煤矿机电有限公司EBZ160TY型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9.82.551. 7m适应断面9-21m2重量51.5t行走速度0-15m/min总功率250kw输送机链速1.2/s电压1140V截割电机功率160KW铲板宽度2.7/3m装载形式星轮液压系统压力23Mpa液压系统功率90KW采高4m龙门高度400mmBMYT A型液压泵站主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数额定压力15Mpa额定流量35L/min电机功率15kw电机电压660/1140V重量280kg生产厂家宁夏旭升工贸有限公司BMYT A型液压泵站电机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YBK2-160L-4功率15kw额定电压660/1140V额定电流17.3/10.0A重量155kg生产厂家分宜宏大煤矿电机制造有限公司（原分宜煤矿电机厂）MYT-125/330型液压锚杆钻机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数额定压力15Mpa返回速度7200mm/min额定流量35L/min一级推进进程1000mm额定转速330r/min二级推进进程950mm推进工作压力3Mpa整机最大高度3500mm一级推力12kN整机最大高度15300mm二级推力7kN钻孔直径42mm空载推进速度7800mm/min主机重62kg80胶带运输机主要技术特征表输送机用隔爆型三相异步电动机技术特征主要参数技术特征主要参数型号DSD-40防爆标志d I功率55KW标准编号QMF507-2009U额6601140V防爆合格证号2072058I额45.326.8A安全标志编号910593额定转速1475转分生产许可证号XK06-014-00584绝缘A级F级出品编号2411频率50HZ出品日期2099年10月接法Y定额S1重量381Kg分宜宏大煤矿电机制造有限公司（原分宜煤矿电机厂）减速器技术特征主要参数技术特征主要参数代号JS-40级数3传动比1:20:34传动功率40KW编号10262出厂日期10.4山东莱芜煤矿机械有限公司JH-8型回柱绞车技术特征主要参数技术特征主要参数牵引力最大80KN(平均87KN)卷筒直径280mm钢绳直径15.5容绳量80m外形尺寸（长宽高）(1600530670)出厂日期2010.5绳速最小0.08ms（平均0.09ms)出厂编号128绞车质量645Kg安全标准编号MCH080154徐州捷特矿业机械设备制造有限公司附：-206回撤通道掘进工程设备布置图。二、工作面掘进顺序掘进之前先探50米，以后必须保证最少有20米深的余孔，严格执行“先探后掘，先探后采”，如果，一切正常，开始掘进，掘进完一个循环(0.8m)之后，单臂锚杆机进行支护，待单臂锚杆机完成了支护工作；全部工序进入下一个循环。整个掘进过程利用一台风机实现供风。三、掘进工艺（1）截割方式横轴式连续摆动截割。（2）凿岩方式作业方式:采用掘支单行、一次成巷的作业方式。（3）掘进方式采用机掘。全断面一次掘进，割煤0.8m，支护一排锚杆。每次割煤后，最大控顶距不大于1.0 m。严禁超循环作业。（4）生产工艺流程：准备材料割煤出煤支护下一个循环（5）检修工艺流程：准备材料检修掘进机各部位、加油、更换截齿、检修各部输送机及延伸，下料及其他工作正常掘进（6）掘进机截割工艺：截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400-600mm，然后在巷道内水平截割，周边留煤200-300mm，每水平摆动截割一次抬高400-600mm，连续摆动截割至初步成形，截完一个循环后，修周边达到设计要求（截割运行曲线如图1所示）。图1 截割运行曲线示意图（7）截割工艺流程进刀截割修边成型（8）截割质量要求1、沿煤层底板掘进。2、顶板截割平整，两帮齐整。要求严格按照设计尺寸施工，保证巷道成形，不得欠挖，超挖不得超过150mm（不可抗拒的冒顶和片帮除外）。要求严格按照巷道中心线施工，保证巷道中心线偏离不超过150mm。（9）提高截割质量的措施 1、加强通风防尘管理，提高工作面能见度。2、遇到顶板起伏变化时，随时调整截割高度，做到平缓过渡。3、经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中线不准截割。4、严格按照截割方法和工艺进行操作。5、巷道断面的规格尺寸及误差标准，要符合设计要求，司机必须牢记。（10）操作、检修综掘机的安全技术措施1、综掘机司机持证上岗。2、如发生危急情况，必须使用紧急停止开关切断电源。3、禁止在截割臂下面停留或行走，如果确需在截割臂、铲板、刮板机、转载机、这些部位的下面作业，必须进行可靠的支垫及吊挂，并要断开综掘机开关和随机开关，确认安全后，方可工作。支垫时，人员要站在安全地点。更换截齿时，必须切断电源，支垫好截割臂，保证在永久支护下作业。4、机器工作中，严禁维修和检查。5、切断电源前，要将截割臂完全放下，置于底板之上，将机器摆在对人员没有危险的位置上。6、更换大重物件严格按有关规定执行。7、退机和调机时综掘机后两侧要设专人指挥，指挥人员站在安全地点。综掘机司机要谨慎操作，以防压住电缆和转载机掉道。8、工作面有人时严禁动作截割臂、截割头。9、刮板输送机解、接链必须使用紧链器，并由刮板输送机司机和有经的工人操作，设专人看管严防挤伤人员和溅伤人员。10、严禁带电、带压检修设备。（11）装煤工序及具体要求：利用掘进机的装载机构、运输机构来完成装煤工序。掘进机上设有装载机构（装煤铲板和圆盘耙杆装载机构）和中部输送机。掘进机割煤时，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，运输机再将煤落到二运上,二运再将煤运输到皮带机上。（12）运煤工序及具体要求：EBZ160TY型掘进机来完成破煤工序，煤炭由装载部把煤装到刮板机，再由刮板机转载到二运，煤经二运到顺槽胶带运输机到大巷胶带机再到主斜井胶带机，最后运至地面筛分刮板机到储煤仓，整个过程要尽量保证皮带不跑偏。（13）清理浮煤工序及具体要求：掘进完成一个循环后掘进机退出刚刚所掘进的巷道，降下铲板，用掘进机先将巷道内的浮煤进行初步清理，然后，掘进机退后，装载机进入清理给料机前至工作面后区段的浮煤，做好下一工序的准备工作。在清理浮煤时，应注意巷道两帮的水管、电缆及电气设备。 交接班前必须将巷道内的浮煤清理干净。（14）循环锚杆支护工序：单臂锚杆机在掘进机掘进后形成空顶区内进行支护，支护从外向里逐排进行支护。支护刚掘进完的巷道之前，掘进机先退出，装载机进入清理完空顶以外巷道浮煤后，单臂锚杆机进行支护。锚杆支护完毕后,装载机再次清理工作面浮煤。（15）关于循环进度的规定：根据现有物探资料及经验，确定煤层相对稳定时正常循环进度为0.8m；当顶板松软、破碎、有裂隙，淋水增加，煤层变薄顶煤厚度不足1000mm，遇到断层或顶板极为破碎时，掘进时必须补强支护，必要时架棚加强支护。（16）各工种之间的配合及注意事项：在正规循环作业中，皮带机启动后，掘进机司机开机割煤；当掘进机退出所掘进的巷道时，锚杆机立即进入进行支护作业。支护完毕后装载机司机应及时开动装载清理巷道浮煤、浮矸，并且准备好工作面所需材料；总之，各工种作业人员应相互协调尽可能安排平行作业，充分利用工时，提高生产效率，特别要坚持正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运转从而实现稳产、高产。（17）各种开口抹角及开联巷注意事项： 为防止角部煤、岩片落，各联巷以及相关联巷口部抹角严格按照设计要求施工，开口处与已掘巷道必须平稳过渡，不得出现台阶，开口按照3.03.0m抹角。（按施工图标注尺寸开调车硐和联巷）。四、支护工艺:(1)安装顶板锚杆1、掘进机割完后，应从工作面向外退出3米，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，由外向里打顶锚杆，锚杆应紧跟掘进头及时支护，永久支护锚杆距掘面距离最大不得超过1.0m。当顶板比较破碎时，应视具体情况适当缩小永久支护锚杆距掘面距离；当顶板比较完整时，应视具体情况适当放大永久支护锚杆距掘面距离，具体根据实际情况另给出,严禁空顶作业。2、锚杆孔采用单臂锚杆机完成。先用1m的短钻杆，后换1.8m的长钻杆，采用f27mm钻头。钻孔时锚杆机升起，确定钻孔位置，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为1690-1720mm ，并保证钻孔角度偏差小于5。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。3、放入1支MSCK2360树脂锚杆锚固剂。锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过搅拌器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。4、利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家要求严格控制。同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。停止搅拌后等待1分钟左右，移动钻机。5、拧下螺母，上网片，放上托盘后再拧上螺母，利用加力扳手拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。拧紧力矩应达到100Nm，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。6、锚杆间距按规程中规定的间距施工，锚杆间排距误差不得超过设计值100mm。7、锚杆外露螺母外不大于50mm8、探顶要求：a.每10米循环做一次探顶记录。b.探顶记录要以顶煤实际厚度为准。（2）锚杆和网片支护施工工艺:顶板锚杆施工工艺：掘进出煤（为打顶部锚杆应留部分浮煤）敲帮问顶找掉危岩临时支护用锚杆钻机钻进顶板中部锚杆钻孔并清孔往钻孔内放入树脂药卷在锚杆尾部套上托板并拧上螺母（拧4-5个扣即可）用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动锚杆钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为15-30秒）停止搅拌但保持钻机推力等待规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1分钟）拧下螺母并上网片上托盘和螺母用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动锚杆钻机拧紧螺母用加力扳手再紧固使其达到规定扭力安装其它顶板锚杆。（3）技术要求要求按设计尺寸施工，保证巷道成形质量，不得欠挖，超挖不得超过150mm。1、钻孔和搅拌巷道成形后，综掘机退回到永久支护下面，敲帮问顶找掉危岩，人员站在永久支护下面朝向工作面，按设计排距画出顶板中部的锚杆钻孔位置 进行钻孔，放入树脂药卷，锚杆杆端插入已经装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底，利用锚杆机搅拌树脂药卷。2、安装支护锚杆在锚杆杆尾套上托板并带上螺母固定钢筋托梁后，升起锚杆机拧紧螺母。3、验收制度及责任制（1）交接班时，班长必须对上一班的支护情况进行认真的检查，发现问题及时处理。（2）施工临时支护要在班长的统一指挥下进行。（3）生产过程中，所有工作必须经班组长或验收员验收合格后，方可进入下一道工序。（4）验收员要在每班收工前，对当班的工程质量进行验收，对不合格的工程坚决要求返工并按规定重新补打锚杆进行支护。（5）当班验收员不在时，队里要及时派人顶替，禁止漏岗。五、探放工艺（1）设备选用（2）探眼布置工艺 采用三眼布置，两边一中，眼高距地板1.2米，边眼距帮不大于0.3米，中眼巷道中心。中眼为巷道方向，两帮边眼向帮壁偏8。（3）探眼深度及循环中眼不少于50米，两帮眼不少于51米，每次掘进必须保证有20米的余孔。（4）安全措施钻探时若遇到涌水及有毒有害气体，立即停止作业，钻杆留在眼内，不许拔出。及时向调度汇报，通知矿领导及辅助救援人员进行处理，人员撤离到安全地点。六、其他工作安排：(1) 为了防止生产过程中发生透水和老空贯通事故，保证安全生产，坚持“凡掘必探，凡采必探”的原则，现将超前钻探具体分工安排如下：A、生产负责施工组织，备足探水巷防水砂袋。 B、技术负责组施工技术指导和技术服务。C、机电负责组织探水设备的检修、维护、抽水、设备及排水管路的检修，维护、排水能力的计算；维护人员的安排，钻具数量的清点，探水机器操作的培训工作。D、通风负责探放水地点的供风设施的安装，探水地点有毒有害气体的监测；维护组织学习水害和有毒有害气体突出时的避灾路线。E、安监负责探放水过程中的安全监测，特殊情况下受灾害威胁地点作业人员撤离的组织工作。F、维修工负责探水设备的入井之前检修，施工过程中的检修、维护。G、机电队负责探水地点的电话安装、维护，通风设备的检查，维护及井下排水工作。H、施工前对施工人员使用自救器的培训工作，施工过程中发生灾害时受灾害地点作业人员撤离的组织工作。（2）巷道设施安装及要求：A、局部通风机和启动装置安装在联络巷，用一台237KW风机为工作面供风，使用抗静电、阻燃风筒，风筒出口到工作面的距离不大于5m。局部通风机必须用直径12.5mm以上的钢丝绳牢固的吊挂在支护有效的锚杆上，在局部通风机下用支架支撑，并在风机处设立警示牌，严禁人员在风机下经过或停留。局部通风机必须由指定专人负责管理，确保风机正常运转，不发生循环风。B、煤流尽量落在皮带机中心线上，保证可以全部卸落在胶带输送机上。C、辅运顺槽电缆、风水管路敷设在巷道的回采帮。电缆在管路的上方，打眼高度2500毫米，挂塑钢缆钩，上面4个小钩，挂通讯、信号、监控线等，通讯、信号、监控线下为高压电缆、低压电缆；挂钩间距1500毫米，挂钩桩为直径18毫米圆钢，长400毫米，外漏100毫米。D、管路吊挂桩为直径25毫米圆钢，长500毫米，打眼高度1300毫米，间距3000毫米。外漏100毫米。管路采用4040扁铁加工抱箍吊挂，第一根管路为4寸静压水管，距挂桩150毫米，第二根为4寸排水管，抱箍与静压水管抱箍连接，第三根为2寸压风管，抱箍与排水管相连。静压水管管路铺设到距工作面130米处，排水管铺设到距工作面30米处，压风管铺设到距工作面50米处。E、水管过巷道一定要设龙门，离地高度不低于1.8米。F、每台风机设风电闭锁；工作面设瓦斯传感器并实现瓦斯电闭锁。（3）巷道临时水窝施工要求：掘进过程中，如果遇到涌水地带或低洼积水处，要开挖临时水窝和导水槽，开挖临时水窝和导水槽时将掘进机截割头靠在低洼处较低侧煤帮底部，并将掘进机与煤帮成300角向煤帮内切入0.5m，然后将截割头向底板卧底0.1m，使形成的凹槽成为导水槽，巷帮上形成临时水窝。水窝内及时设水泵排水。（4）巷道文明生产分工及要求：A、生产前，将工作面及巷道内的积水抽排干净。B、各岗位工及时清理工作范围内的杂物和打扫设备卫生。C、由班长指挥及时清理巷道内浮煤。D、装载机司机负责清理前10m至工作面顶头巷道内的杂物。（5）施工放线要求：正常情况下工作面每掘进60m，由地测站放置中线，中线距离巷道两帮的距离为2.5m，到切眼口时地测部门必须提前100m下通知书。在施工要求变坡处或巷道出现4以上变坡和出现地质构造时放置腰线，腰线放在巷道的右帮，并标注腰线下高度和角度。同时激光仪向前移动一次。（6）巷道底板维护及处理：利用检修时间，使用装载机清理巷道淤泥，另外，利用检修时间彻底清理巷道淤泥并平整底板，使用破碎过的碎石料及时垫平底板，为行车创造便利条件。（7）机电硐室应底板平整，无积水、顶板稳定、支护可靠、通风良好。硐室内必须配备符合要求的灭火器和沙箱。硐室内必须悬挂与实际相符的供电系统图。有高压设备时，在明显地点悬挂“高压危险”字样的警示牌。七、施工组织两个班定员26人，队长1人。为了充分利用工时，采用各工种平行与顺序作业相结合的劳动组织方式，各工种之间尽可能组织平行作业，即将工作面的工人按生产需要分成若干工种，各工种各负其责，互相配合，共同完成工作面的落煤、装煤、运煤、支护、设备搬迁、接风筒、运送材料及清理巷道等工作，工作面劳动组织详见工作面劳动组织表。工 作 面 劳 动 组 织 表序号工 种出勤人数配备人员夜班早班早班1队长112掘进机司机11133掘进机检修工114支护工33395二运司机11136刮板机司机11137皮带机司机11138皮带机检修工119探水钻工2210电钳工1111合 计712127第五章、生产系统一、运输系统1、运输能力的核算：装载部装运能力为240m/h，二运的运输能力为300t/h；胶带输送机的运输能力为800t/h。 比较上述数据，可知：胶带输送机输送能力二运综掘机装载部输送能力，所以运输系统能够满足生产的需要。2、主要运输系统：工作面煤EBZ160TY型掘进机二运顺槽胶带机刮板机运输大巷胶带机联络巷胶带机主井胶带输送机地面储运系统各储煤仓（场）。 3、辅助运输系统副斜井-2辅运输大巷水仓措施巷煤回风大巷工作面。二、通风系统（一）、局部通风机选型及风量计算：1）按瓦斯涌出量计算:Q掘100q瓦K掘通 =1000.301.5 =45 m3minQ掘掘进工作面实际需要风量，m3min；q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3min；根据测量得出为0.30 m3min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般可取K掘通1.52，根据通风队提供的数据，确定为1.5。2）按二氧化碳涌出量计算:Q掘66.67q二氧化碳K掘通 =66.670.331.5 =33 m3min式中Q掘掘进工作面实际需要风量，m3min；q二氧化碳掘进工作面二氧化碳涌出量，m3min；根据测量得出为0.33 m3min；K掘通掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，一般可取1.52，根据通风队提供数据，可取1.3。3）按人数计算：Q掘4N=430=120 m3min；式中N掘进工作面同时工作的最多人数，考虑检查参观人员在内最多30人4）考虑风筒漏风因素，按掘进工作面局部通风机吸入风量计算：煤巷掘进： Q掘=Q扇Ii+15S式中： Q扇局部通风机实际吸风量， m3/min。Ii掘进工作面同时通风的通风机台数。S掘进工作面断面积，取最大值19