22520回撤通道、520运顺机头段掘进规程

22520回撤通道、22520运顺机头段掘进工作面规程第一章工程概况4第二章地面相对位置及地质概况7第一节地面相对位置及邻近采区开采情况7第二节煤层赋存特征及地质构造7第三节水文地质8第四节存在问题及处理9第三章巷道布置及支护说明10第一节巷道布置10第二节矿压观测10第三节巷道支护设计12第四章工程施工方法及工艺17第一节施工方法17第二节掘进方式17第三节装载及运输18第四节管线及带式输送机安装19第五节设备及工具配备21第五章工作面生产系统23第一节通风系统23第二节运输系统30第三节供电系统31第四节照明及通讯控制系统32第五节供水、防尘系统34第六节排水系统38第七节防灭火系统40第六章工程质量及煤质管理41第一节工程质量标准41第二节机电设备管理及文明卫生管理标准43第三节煤质指标及煤质保证措施44第七章劳动组织及主要技术经济指标46第一节劳动掘进作业方式46第二节施工组织46第一节劳动组织47第二节出勤率47第八章安全技术措施50第一节“一通三防”安全技术措施50第二节顶板管理安全技术措施56第三节防治水安全技术措施57第四节机电管理安全技术措施60第五节辅助运输安全技术措施61第六节掘进安全技术措施63第七节支护安全技术措施64第八节大抹角联巷施工锚索安全技术措施65第九节锚固力试验安全技术措施66第十节过地质构造带安全技术措施67第十一节联巷开口安全技术措施69第十二节登高作业安全技术措施70第十三节断带、续带安全技术措施71第十四节各工种操作安全技术措施75第十五节使用风动钻机安全技术措施81第十六节搬运、装卸物料安全技术措施82第十七节包角、挂网安全技术措施83第十八节巷道贯通安全技术措施83第十九节连掘工作面移动设备安全管理措施84第二十节掘进生产期间人员管理措施86第二十一节人工配合铲车或梭车清理浮煤安全技术措施87第二十二节湿式除尘风机使用安全技术措施88第二十三节连掘设备搬家安全技术措施89第二十四节停送电安全技术措施92第二十五节空顶下处理设备故障安全技术措施93第二十六节掘进工作面瓦斯排放安全技术措施94第二十七节油脂管理安全技术措施96第二十八节区域自动化皮带集控安全运行管理安全技术措施96第二十九节机头硐室掘进施工安全技术措施98第三十节其他安全技术措施104第九章井下安全避险“六大系统”及避灾路线105第一节监测监控系统105第二节人员定位系统108第三节紧急避险系统110第四节压风自救系统114第五节供水施救系统116第六节通讯联络系统117第七节水灾事故的防治及避灾路线118第八节火灾事故的防治及避灾路线121第九节瓦斯、煤尘事故的防治及避灾路线122第十节顶板事故的防治及避灾路线124第十章作业规程贯彻学习和考试记录128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、编写依据等。一、巷道名称及掘进工作面位置、相邻巷道的关系本次施工的巷道名称包括22520主回撤通道、22520辅回撤通道、22520运顺、22521回顺、22520运顺、22520机头硐室、22520回风措施巷风桥等，井下22520主回撤通道开口于22520回顺8联巷，22520辅回撤通道开口于22520回顺7联巷，以60方位掘进，22520回撤通道280.8m；掘进区域南西邻22519工作面、北邻设计的22520工作面，南东邻22煤中央辅运大巷。二、巷道用途22520回撤通道用作22520综采工作面设备回撤，22520运顺、22520机头硐室用作22520综采工作面运输巷道，22521回顺作为22521综采工作面回风之用。三、巷道工程量本次施工的巷道施工总工程量1007.9m，具体巷道参数见表1-1。表1-1 22520回撤通道及22520运顺机头段设计参数及工程量统计表序号巷道名称设计长度/m断面尺寸/m断面面积/122520主回撤通道280.85.64.525.2222520辅回撤通道280.85.04.0203联巷1005.04.0204调车硐室365.04.020522520运顺545.64.022.4622521回顺119.75.64.022.4722520机头硐室195.75.65.229.12822520风桥挑顶19.95.66.335.28合计1007.9四、巷道开竣工时间巷道开工时间为2017年3月25，预计巷道竣工时间为2017年5月10日，总工期约为1.5个月。附：图1-1 22520回撤通道、22520运顺机头段掘进工作面巷道布置平、断面图五、编写依据1.煤矿作业规程编制指南（煤炭工业部）2.煤矿防治水规定（国家煤矿安全监察局）3.煤巷锚杆支护技术规范（国家安全生产监督管理总局）4.煤炭工业技术政策（煤炭工业部）5.煤矿安全规程（国家煤矿安全监察局）2016版6.新编煤矿常用机电设备选型与设计实用手册（中国科技文化出版社）7.神东煤炭集团设备安全技术操作规程8.神东煤炭集团生产技术管理制度汇编（生产管理部）9.矿井巷道锚杆（索）支护技术标准10.煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（国家煤矿安全监察局）11.神华集团安全质量标准化标准考核评级办法实施细则汇编（第四版）12.神东煤炭集团煤矿井下安全避险“六大系统”管理办法13.神东煤炭集团采掘工作面作业规程管理办法14.经过审批的神东煤炭集团哈拉沟煤22520及22521工作面巷道布置施工图设计15.经过审批的哈拉沟煤矿22520运顺22521回顺掘进地质说明书及相关地质预测预报16.经过审批的哈拉沟煤矿22520回撤通道及22520机头段掘进工作面供电系统整定及短路电流计算书17.安全管理制度汇编18.哈拉沟煤矿安全生产事故应急预案19.哈拉沟煤矿综采、连采（掘）工作面动态达标考核管理办法20.哈拉沟煤矿煤质管理实施细则及考核办法21.哈拉沟煤矿防治水管理制度（哈矿）22.哈拉沟煤矿支护手册23.哈拉沟煤矿风险管理手册24.煤矿作业规程技术手册25.煤矿地质工作规定26.神东煤炭集团矿井风量计算标准第二章 地面相对位置及地质概况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、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22520回撤通道、22520运顺机头段对应地面位置为大柳塔镇韩家梁村、丁家渠村及布袋壕村。地表大部分区域被第四系风积沙覆盖，靠近沟谷局部地段有基岩出露，地表整体呈南东高，北西低，最低点为三元沟南沟底。22520主辅回撤通道井下开口于22520回顺8、7联巷，以60方位掘，设计掘进长度280.8m；掘进区域南西邻设计的22519工作面、北东邻设计的22520工作面，南东邻22煤中央辅运大巷。第二节 煤层赋存特征及地质构造一、围岩特征及地质构造巷道沿22煤层底板掘进，煤层直接顶为细砂岩、粉砂岩，平均厚度5.98m，硬度中等，局部有滑面；老顶为粗砂岩，成分以石英长石为主，平均厚度9.38m，属于难冒落顶板；直接底岩性为泥质粉砂岩，遇水易软化。巷道围岩特征详见表2-1 巷道围岩特征表。二、煤层结构及产状要素半暗型煤与半亮型煤呈条带状分布，以半亮型为主。煤层没有夹矸，赋存稳定，掘进区域附近钻孔煤层厚度为4.95.9m，平均5.4m。表2-1 巷道围岩特征表煤层顶 底板情况顶、底板岩石名称厚度岩性特征老顶粗砂岩11.926.579.38灰白色，成分主要为石英长石，岩屑次之，可见较多的白云母片，分选较差，磨园度为次棱角状，孔隙式胶结，块状层理。硬度大，难垮落。直接顶粉砂岩细砂岩 10.992.485.98浅灰色，水平层理，层面可见较多的白云母片及炭化植物化石。硬度中等，局部有滑面。直接底泥质粉砂岩 8.642.326.33灰色，泥质胶结，水平波状层理发育，含植物茎杆化石。硬度小，遇水易软化。三、瓦斯涌出量 瓦斯绝对涌出量3.57m/min，相对涌出量0.12 m/t，为防止瓦斯局部聚集，应保障好掘进巷道通风工作。在通风不良地段有瓦斯爆燃危险，严禁明火作业。四、煤层自然发火期及煤尘爆炸指数煤层属长焰煤，煤尘爆炸指数44.8%，自然发火期1-2个月，属一类自燃煤层。地温正常，无地热危害。 附：图2-1 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段预想地层综合柱状图图2-2 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段井上下对照图图2-3 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段煤层底板等高线图 图2-4 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段煤层上覆基岩厚度等值线图图2-5 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段煤厚等值线图图2-6 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段松散层厚度等值线图第三节 水文地质1.掘进区域主要水害为孔隙水（第四系松散含水层水）、基岩裂隙水、老空水、钻孔水（水井水）和地表水（水库水）。2.整体上看，该掘进范围内水文地质条件中等。预计正常涌水量为15m/h，最大涌水量100m/h。第四节 存在问题及处理1.22520回撤通道及22520运顺附近根据周边巷道情况预测局部存在离层、裂隙发育情况，届时需加强顶帮支护。2.22520回撤通道掘进时可能会揭露物探断层DF4，断层落差1015m，需提前核实断层状况，编写安全技术措施。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 巷道布置一、巷道层位、开口位置及方位角22520主辅回撤通道布置在22煤层5盘区中，开口于22520回顺8、7两联巷，以60方位向前掘进。二、巷道形状及断面设计巷道形状均为矩形，其断面参数见表1-1 22520回撤通道、22520运顺机头段设计参数及工程量统计表。三、巷道布置井下22520主回撤通道开口于22520回顺8联巷，22520辅回撤通道开口于22520回顺7联巷，以60方位掘进，22520回撤通道280.8m；掘进区域南西邻22519工作面、北邻设计的22520工作面，南东邻22煤中央辅运大巷。四、联巷布置顺槽联巷之间中对中距离为60m，联巷与顺槽垂直,允许偏差为5，回撤通道联巷参照设计图，联巷在辅回撤通道侧开口，开口抹角严格按照设计图根据不同位置抹4m*4m、3m*3m、2m*2m角。第二节 矿压观测根据公司要求和我矿生产实际，对主辅回撤通道、顺槽进行掘进，除日常对巷道顶板、两帮进行矿压显现观察外，还需进行锚杆扭矩、锚杆拉力的检测。一、矿压观测范围及内容我队观测范围为正在掘进未移交的巷道，包括巷道片帮、顶板下沉以及锚杆拉力测试等情况。表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顶帮情况片帮、离层、顶板下沉情况敲帮问顶2顶板下沉观测顶板离层、下沉情况顶板离层仪3锚杆扭矩锚杆预紧情况扭矩扳手4锚杆抗拔力观测锚杆锚固情况锚杆拉力计5锚索锚固力观测锚索锚固力情况锚索涨拉泵二、矿压数据的分析、总结、汇报矿压观测工作由采煤技术员负责组织实施，对各种不同类型的矿压观测要制定针对性的措施，确保数据准确、结论正确，对每次矿压观测的数据、报告存档妥善保存。三、顶板离层仪的安设要求（1）顶板离层仪在掘进时，应及时安设到位，顺槽每4个联巷（200m）安设一个顶板离层仪。回撤通道及辅巷每一联巷口安设一个顶板离层仪。（2）安设标准参照表3-2。表3-2 顶板离层仪安设地点及间距参数表安设地点安设间距（m）安设地点安设间距（m）回撤通道及辅巷80顺槽（采一次采动）200有构造的顺槽50（3）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。（4）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。四、顶板离层仪的管理（1）顶板离层仪必须实行编号挂牌管理（大小为400600mm），并建立顶板离层仪台帐及观测记录，工作面顶板离层仪由施工，归队内管理。（2）按规定周期对顶板离层仪进行观测，填写观测牌板和观测记录，观测周期为一周。（3）顶板离层仪深孔读数超过40mm时，应及时向矿生产办及总工程师汇报，并及时采取措施加强支护；顶板离层仪深孔读数超过80mm时，生产办必须向总工程师及公司生产技术部汇报。第三节 巷道支护设计一、巷道支护形式根据地质组提供的地质资料分析，直接顶为粉砂岩、细砂岩，厚度2.4810.99m；老顶为中粒砂岩，厚度9.38m，均属于较稳定岩层，适合锚杆支护。根据我矿支护经验和本巷道用途及使用年限，初步确定巷道顶板采用锚杆支护。二、支护参数设计1.采用工程类比法合理选择支护参数根据哈拉沟矿合理煤柱尺寸与支护技术参数研究（中国矿业大学）的研究结果，22519回撤通道、22519机头硐室地质资料和附近巷道支护参数及哈矿顶板支护经验， 22520回撤通道、22520运顺机头段初步选用162100mm的锚杆，排距1.0m，顺槽选用161800m每排4根161800mm的锚杆和1根161200mm的锚杆。以顺槽锚杆支护进行计算。2.采用计算法校验支护参数（1）锚杆长度计算（简支梁和锚固串群体稳定理论）： LL1+L2+L3式中：L锚杆长度，m； L1锚固端长度，取0.3m； L2不稳定层厚度之和，取1.4m； L3锚杆外露长度，取0.05m； 则： L=0.3+1.4+0.05=1.75m为了确保安全，确定顺槽锚杆长度为1.8m，材质采用A3圆钢，额定屈服强度RT=50kN，锚固方式为端锚，选取锚杆直径为16mm。（2）每排锚杆数量：锚杆排距为1.2m，则每排锚杆数为：= LB(rh)/RT式中：L巷道设计宽度，取5.6m的宽度； B锚杆排距，取1.2m； 不具备自稳能力岩层的容重，取1.3； h不具备自稳能力岩层的厚度，取1.4m； RT锚杆抗破断力。则n=5.61.21.31.4/52.45根/排。若考虑1.3倍的安全系数，则每排锚杆数为n2.451.3=3.185，取n=4，即每排4根锚杆。通过以上计算可知，选用161800mm的锚杆，锚杆排距取1.2m，每排布置4根锚杆完全符合支护要求。回撤通道锚杆长度、支护密度均大于顺槽锚杆，同样满足支护要求。3.根据我矿顶板支护经验和国家煤炭行业标准MT146.1-2002选用CK2350（23500mm）的树脂。三、顺槽及联巷支护1.支护材料顶锚杆：161800mm，材质为A3圆钢，M16螺母，反麻花端头（300mm）锚固。顶板挂网锚杆：161200mm，材质为A3圆钢，M16螺母，反麻花端头（300mm）锚固。树 脂：23500mm，1卷/眼。碟形托盘：1201208mm，材质为A3钢板。金属网：3.2150010000mm,网格45mm。2.支护参数顺槽每排支护4根161800mm和1根161200mm的锚杆，靠近副帮侧挂1.5m宽金属网，联巷每排支护4根161800mm锚杆，联巷到正帮间距200mm-1100mm-1100mm-800mm-1200mm-1200mm排距均为1.2m，抹角处按800800mm间排距支护到位。锚杆扭矩不小于100Nm ，锚固力不小于5t，外露螺纹长度1040mm。在22520运顺侧布置单轨吊锚杆，单轨吊锚杆距离正帮3.2m，托盘外露长度5070mm，外露螺纹涂抹黄油并上防护胶管。附：图3-1 哈拉沟煤矿22520回撤通道、22520运顺机头段掘进工作面巷道支护平、断面图四、回撤通道及联巷、调车硐室支护1.支护材料顶锚杆：162100mm，材质为A3圆钢，M16螺母，反麻花端头（300mm）锚固。树 脂：23500mm，1卷/眼。碟形托盘：1201208mm，材质为A3钢板。金属网：3.0250010000mm,网格45mm。2.支护参数回撤通道、调车硐室及联巷，采用锚杆支护，锚杆支护排距1.0m。主回撤通道每排支护5根162100mm锚杆+2片3.02500（3000）10000mm；辅回撤通道每排支护5根162100mm锚杆+2片3.0250010000mm金属网，两片网中间搭接200mm，支护间排距见附图，误差100mm。五、包角支护1.包角位置各联巷直角及存在片帮的开口抹角。2.支护材料锚 杆：161800mm，材质为A3圆钢，M16螺母，反麻花端头（300mm）锚固。树 脂：35500mm。托 盘：1201208mm，材质为A3钢板。金 属 网：3.0250010000mm，菱形网格4545mm；3.0150010000mm，菱形网格4545mm。3.支护参数每片网片长度5.0m（联巷口出现片帮、台阶可适当加长网片长度以包住片帮并有1.0m余量为准，宽3.8m（由宽为2500mm与宽为1500mm的两种网片搭接而成，网片搭接200mm），平均布置在直角（或锐角）的两壁，网片、托盘紧贴煤壁，锚杆均匀布置，成排成行，间排距1050800mm，误差100mm，并要求边锚杆距网边200mm，与顶网搭接100mm，锚杆扭矩不小于100Nm，外露螺纹长度1040mm。六、两帮支护1.支护位置在掘进巷道两帮出现片帮迹象、裂隙、滑面时，处理后挂帮网。2.支护材料副帮以及联巷两帮：锚杆规格圆钢锚杆161800mm，树脂规格35500mm，网片规格4.0mm冷拔丝，网格120*120mm，网宽1.5m。正帮：玻璃钢锚杆181800mm，塑料网网格4040mm，宽2500mm。3.支护参数要求压边平直，与顶网搭接（除冷拔丝网、钢筋网之间搭接100mm，其他情况均搭接200mm）严密，要求网片能覆盖整个片帮区域，边锚杆距网边200mm。锚杆间排距10501200mm，锚杆扭矩不小于100Nm，玻璃钢锚杆扭矩不小于60Nm。七、特殊支护1. 顶板出现裂隙、离层、掉渣或顶煤厚度小于500mm，采取“钢筋网+锚杆”联合支护。锚杆型号162100mm，钢筋网6.511005500mm，间距为1100mm-1100mm-800mm-1100mm-1100mm，排距1000mm，距两帮200mm布置一根锚杆，每排6根锚杆，网片搭接长度100mm。2.局部地质构造较复杂，出现冲刷、顶板破碎、淋水大、冒顶，断层时，必须采取短掘短支，使用“锚杆+钢筋网”联合支护完成后用锚索加强支护，间排距2.53.0m，2套/排，当顶板破碎、冒顶严重时，使用32305000/4600mm的W钢带加强支护，3套/排，排距2m。联合支护不能保证支护效果时，重新制定措施，以保证支护可靠。八、锚索支护1.支护位置大抹角联巷、局部地质构造较复杂、出现冲刷、顶板破碎、淋水大、冒顶、断层时，锚杆支护完成后，及时联系相关部门支护锚索。回撤通道正常情况下完全掘完后，再安排锚索支护。2.支护要求锚索型号：17.88000mm，外露长度100200mm，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16t，抗拔力不得小于22.4t，破断拉力不得小于33.7t。九、支护工艺选用4E00-2250-WT型锚杆机来完成打眼和锚杆安装工作，钻杆规格：222000(2200)mm，钻头规格：27mm。打锚杆时要严格按照锚杆机操作规程作业。锚杆支护作业顺序为：定位、钻眼、安装锚杆、紧固锚杆。1.定位打眼前依据激光线，将锚杆机调整在适当位置，同时当钻架主托架移到距工作面最近一排锚杆处停止行走。根据设计锚杆的间排距适当调整锚杆机位置，并在要使用的钻杆上标出钻进的深度1770/2070mm。2.钻眼在钻箱上装好短钻杆（1.0m或1.2m），使钻头刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻操作给进阀杆，使钻头顶到顶板，稍微给进，钻出小孔，接着均匀给进，然后换上长钻杆2000(2200)mm继续钻眼直至深度达1770/2070mm，退出钻杆。3.安装锚杆将锚杆放入搅拌器，升起钻箱直至锚杆顶部距眼口约20mm处，取1卷树脂放入眼内，然后用锚杆顶住药卷，使钻箱上升将药卷送到眼底开始转动，进行搅拌，时间约1012秒，同时上升锚杆将托盘紧贴顶板，并等待2024秒。4.紧固锚杆待树脂凝固后，然后旋转钻箱紧固锚杆，使其扭矩力不小于100Nm，锚固力不小于5t。下移钻架，调整钻架位置进行下一根锚杆的支护工作。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、工作面正规循环作业图表等。第一节 施工方法一、施工方法22520主辅回撤通道交替施工，皮带安设在22520主回撤通道内，联巷在22520辅回撤通道侧开口，开口处为44m双抹角的调车硐室。采用连续采煤机及其后配套设备施工，选用一台12CM15-10D型连续采煤机来完成割煤、装煤和清煤工序，一台10SC32-48C型梭车将连续采煤机采出的煤转运至破碎机，一台PZL-460/150型给料破碎机完成煤的破碎与转载工作，破碎机运出的煤通过DSP-1080胶带输送机运出。一台4E00-2250-WT型锚杆机完成锚杆的定位、打眼、安装、紧固工作。采用掘进、支护平行作业的施工工艺。用一台UN488型铲车清理巷道浮煤、淤泥，确保巷道畅通、干净，并完成工作面的材料、小型设备的运送和搬移工作。从而形成连续采煤机掘进工作面割煤、装煤、运煤、清煤、支护等工序全部机械化作业的施工方法。第二节 掘进方式选用12CM15-10D型连续采煤机完成落煤工序。一、切槽连续采煤机主要功能是截割煤和装煤。在每次掘进巷道前，司机将煤机调整到巷道前进方向的左侧，并根据地测部门所放激光线确定位置，开始向正前方煤壁逐步切割，直至截入深度达15m（一个循环），这一工序称为切槽工序。二、采垛完成切槽，然后退出煤机，调整煤机到巷道右侧，仍根据地测部门所放激光线确定位置，开始扫帮，这一工序称为采垛工序。附：图4-1 连续采煤机切槽、采垛示意图。三、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，即升刀；扫去上一刀预留的200mm左右煤皮，即扫顶；将截割头降低200mm左右向前切入煤体630mm左右，即进刀；调整截割头向下截割煤体，直至巷道底板，即割煤；割完底煤，使巷道底板平整，并装完余煤，即拉底；将煤机截割头调整至巷道顶板接着进行下一个循环。采煤机完成从顶板到底板再到顶板这一过程称一个截割循环。每一个截割循环工作面向前推进约630mm左右，这种截割循环反复进行，直到掘完一个循环，连续采煤机退出，锚杆机调机进行支护。四、截割要求严格按照地测放线进行施工，为确保设备、人身安全，提高掘进速度，方便综采回采，截割时必须沿煤层底板掘进，严禁破顶割底。连续采煤机就是以切槽和采垛工序来完成巷道的掘进。附：图4-2 连续采煤机截割方式及截割循环示意图第三节 装载及运输一、装煤工序及具体要求连续采煤机实现自行装煤。煤机上装有收集头机构和刮板运输机，连续采煤机截割时，煤落入收集头铲板上，铲板上的耙爪连续运转，将煤装入刮板运输机内，刮板运输机将煤转运到梭车车斗内。二、运煤工序及具体要求工作面运煤由梭车来完成，梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将煤机割下的煤运至给料破碎机，再由胶带机将煤运出掘进工作面。三、浮煤清理及具体要求用UN488型铲车清理巷道浮煤、淤泥，确保巷道畅通、干净。当完成一个掘进循环后由铲车司机及时开动铲车负责清理浮煤，做好下一工序的准备工作。在清理浮煤时，应注意不要损坏巷道两帮的水管、电缆及电气设备。皮带延伸后，要求人工清理巷道浮煤。四、锚杆支护工序及具体要求煤机掘完一个循环退机后，调入锚杆机进行支护，煤机和锚杆机交替作业，掘进和支护依次进行。五、各工种之间的配合及注意事项在正规循环作业中，当梭车停稳在接煤位置后，发出装煤信号，煤机司机应立即装煤并割煤，煤机司机应和梭车司机相互配合好，保证将煤装入梭车车斗内不洒煤且不挤压煤机电缆。梭车司机在卸煤时一定要和给料破碎机司机配合好，保证煤能及时转载而不压死给料破碎机。铲车司机应及时开动铲车清理巷道和准备工作面所需物料。掘进完一个循环后，应互相协调尽可能安排平行作业，充分利用工时，提高生产效率，特别要坚持锚杆机必须及时支护，要求空顶时间不能超过2小时，必须保证支护质量。各工种人员正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运转，从而实现安全快速掘进。六、掘进工作面循环进尺的确定为了充分发挥设备的效率，提高单进水平，根据哈拉沟煤矿的地质特征及巷道顶板岩性和掘进经验，在顶板完整、裂隙不发育、地质构造简单、顶煤厚度大于500mm，每循环可掘15m,严禁超循环作业，同时要求锚杆机司机必须及时支护，并且准确探顶煤。顶煤厚度小于500mm、顶煤稳定无裂隙，最大循环进度10m；顶板出现裂隙、离层、掉渣等，最大循环进度6m；顶板异常时，要求煤机司机缩小循环进度；若局部地质构造较复杂，出现顶板破碎、顶板淋水大、局部冒顶时，必须采取短掘短支，最大循环进尺为3m。七、掘进工作面最小空顶距的确定锚杆机前端机身顶住工作面掘进头时，钻臂与工作面掘进头的距离为1.5m，即掘进工作面最小空顶距为1.5m。八、掘进工作面最大空顶距的确定正规循环作业循环进尺为15m，最小空顶距为1.5m，因此掘进工作面最大空顶距为16.5m。第四节 管线及带式输送机安装一、带式输送机安装要求1.皮带安装在22520主回撤通道，当巷道向前推进50m左右时（两个联巷中线间距离），给料破碎机向前移动一次，同时带式输送机机尾向前延伸一次，以缩短梭车运输距离，即延皮带，延伸带式输送机必须采用激光指向仪。带式输送机要求靠掘进方向的右帮铺设，皮带架离右帮不小于0.7m。当皮带跨联巷吊挂时，皮带吊挂高度离地要不小于2.6米，以方便装载机通过。2.为方便检修及清煤，皮带非行人侧宽度保证在0.7m以上，带面宽度在0.8m以上，同时H架高低一致，使用木托盘垫架时，纵向放置。每3架H架贴100*350mm红白相间反光纸和H架编号，且要求反光纸红面朝上。二、管线吊挂1.供电电缆、信号传输线、供排水管布置在22519运顺、22520主回撤通道正帮。2.电缆钩安装孔距离底板2.7m,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.供排水管（DN100）采用水管托架吊挂，水管托架安装孔距离底板1.4m，间距4m。排水管在上，供水管在下。4.严格控制水管钩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。三、巷道底板维护及处理由于22煤层底板含泥岩,遇水软化,致使底板强度大大降低,经设备碾压后, 底板很容易被破坏,导致设备、车辆行走困难，因此必须及时对巷道中不平整的地方进行铺垫，对于底板破坏严重的，要铺垫片石、碎石。四、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.各岗位工打扫本职工作范围内的卫生。3.由工长负责安排清理巷道内浮煤。4.每次延皮带后对皮带巷进行彻底清浮煤、淤泥，再铺碎石垫路。5.交接班地点距离掘进头不大于150m，在延皮带之后及时跟进。五、施工放线要求掘进工作面每推进50m由地测站放一次偏中线，每掘进100m由地测站校核一次偏中线，偏中线距巷道左帮3.2m，距巷道右帮2.4m。当激光不正或激光距离工作面掘进头较远导致亮度不够不准施工，并要求及时矫正及延伸激光，当煤层起伏较大时，应根据实际情况调整激光高低，以保证激光指向准确。第五节 设备及工具配备使用的主要设备技术参数详见表4-1至4-6。表4-1 12CM15-10D连续采煤机技术特征表技术特征主要参数 技术特征主要参数采高范围2.74.6m生产能力1527t/min外形尺寸11.053.32.1m 总 功 率621kW滚筒直径1120mm 重 量57t滚 筒 长3300mm 电 压1140V运输机宽762mm 尾部水平摆角 45运输机能力27t/min 生产厂家JOY表4-2 10SC32-48C梭车技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数牵引电机285kW总 功 率232kW外形尺寸9.193.351.97m电 压1140V容 积12.314.2m重 量27t服务寿命1.50Mt厂 家JOY表4-3 4E00-2250-WT型锚杆机表技术特征主要参数技术特征主要参数钻臂数量四钻臂总功率2*45kW适应采高2.25.5m电 压1140V外形尺寸6.0*3.2*2.0m重 量35t最大支撑高度5.5m最大支撑力2000kg钻杆钻速手动490RPm、自动600RPm最大给进长度2650mm表4-4 UN-488型铲车技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数最大载荷10t铲斗容积3.28 m外形尺寸8.662.921.27m最大卸载高度1244mm电池容量1250apmp/h电 压128VDC行走速度空车7.5km/hr转弯半径内径3.58m重车5.5km/hr外径7.09m充电机型号LA-10C生产厂家美国DBT表4-5 PZL-460/150破碎机技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数卸载能力460 t/ h总装机功率150kW料斗容积6.51 m供电电压660V破碎等级最大300mm牵引速度15.32m/min总 重16.36 t生产厂家太原煤科院表4-6 DSJ100/100/2160胶带输送机技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸508215241702mm总装机功率2160kW供电电压660V/1140输送能力1000t/ h运输带规格10008mm传动滚筒直径650mm传动滚筒个数2个生产厂家太原煤科院第五章 工作面生产系统本章主要介绍通风系统、运输系统、供电系统、供水、防尘系统、排水系统、照明系统、通讯联络系统及防灭火系统等系统。第一节 通风系统一、工作面通风方式的选择与确定1.通风方式该工作面双巷掘进，采用压入式局部通风和全风压相结合通风方式：（1）采用四台局部通风机（两台备用）压入式通风，压入式风机安设在22519运顺1联巷，距回风口大于10m,离地高度大于0.3m。风机出口接1节1000mm钢圈风筒再接三叉风筒，三叉风筒续接50m1000mm风筒后再接变径风筒及800mm柔性胶质风筒。（2）压入式风机风筒出口风量要大于除尘风机的吸风量，保证除尘风机不发生循环风，并且除尘风机和压入式风机风筒重叠段巷道风速满足煤矿安全规程要求。抽、压风筒重叠段大于10m。（3）压入式通风机不得随意停风，因检修或停电等原因停风时，必须撤出人员，切断掘进巷道中的一切电源。（4）当掘进工作面不生产时，采用长压短抽混合式通风的湿式除尘风机可以停止运转，掘进通风方式变为压入式通风。2.风量计算按煤矿安全规程及神东煤炭集团矿井通风管理制度规定，掘进工作面实际需要风量应按工作面瓦斯、CO2涌出量、作业人员的供风量不小于4m/min、掘进巷道最低风速验算四种方法计算并取其最大值。因本次施工采用机械化掘进不消耗炸药，风量计算按工作面最多人数、瓦斯涌出量、CO2涌出量和最低风速来计算，最后按最高风速和有害气体浓度进行校核。(1)按进入工作面最多人数计算：八点班交接班时人数最多，交接班按46人（检修班25人、生产班11人、检查参观人员6人、打密闭人员4人）计算工作面风量：Q掘446184 m/min式中：4每人每分钟需风量，m/min。（2）按照CH4涌出量计算 式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m/minq掘掘进工作面回风流中瓦斯的最大绝对涌出量，m/min。根据2016年瓦斯日报表数据，取掘进工作面q掘=0.09 m/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。根据2016年瓦斯日报表数据，取掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数：K掘通0.11/0.09=1.22，为了安全，取2。Q掘=100q掘K掘通=1000.092=18 m/min（3）按照CO2涌出量计算式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m/minq掘掘进工作面回风流中CO2的最大绝对涌出量，m/min。根据2016年瓦斯日报表数据，取掘进工作面q掘=0.12 m/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。根据2016年瓦斯日报表数据，取掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数：K掘通0.11/0.09=1.22，为了安全，取2。Q掘=100q掘K掘通=1000.122=24 m/min（3）按巷道最低风速计算，选择局部通风机按掘进工作面风筒出风口处，巷道有效断面最低风速煤巷和半煤岩巷不低于0.25m/s、岩巷不低于0.15 m/s计算巷道最低风量，即Q出 = vS，根据=（Q吸-Q出）100/（Q吸L），反算出Q吸，根据Q吸合理选择局部通风机型号，选取的局部通风机额定风量不应小于Q吸。由于矿井为煤巷或半煤岩巷，风速均不低于0.25 m/s，取掘进工作面巷道断面S掘=22.4m。Q出 = vS即： Q出=0.2522.460=336 m/min 由，=（Q吸-Q出）100/（Q吸L） Q吸= Q出/（1-0.01L）式中：风筒百米漏风率，见表5-1，取漏风率为3%；见表5-1柔性风筒百米漏风率。 L供风距离，m；由于矿井规定最大风筒供风距离为700m，此取700m； Q吸局部通风机吸风量，m/min； Q出局部通风机出口风量，m/min。表5-1 柔性风筒百米漏风率供风距离L（m）2002005005001000100020002000百米漏风率（%）1510321.5即：Q吸=（Q出/（1-0.01L） =336/（1-0.01*700*0.03） = 425 m/min 根据以上计算，选择掘进工作面的局部通风机额定风量应大于425.3m/min，结合矿井实际情况，选择使用型号为DBKJ6.3/230的通风机。（4）按局部通风机实际吸风量计算需要风量矿井巷道全部为有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷，即 式中： Q扇局部通风机实际吸风量，m/min，目前矿井掘进工作面局部通风机采用型号为DBKJ6.3/230的通风机，额定吸风量为260630 m/min，每台风机实际吸风量按额定吸风量最大的70%计算，取441m/min。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s，煤巷和半煤岩巷不小于0.25m/s，由于掘进工作面均为煤巷，均取0.25 m/s；每组局部通风机均安装在同一地点，掘进工作面均形成全风压系统。Si局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取22.4m2；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数，2个掘进工作面取2台； 即：Q掘=4252+600.2522.4=1186 m/min（5）按风速进行验算 由于工作面均是煤巷或半煤岩巷掘进，其验算公式为：600.25S掘Q掘604.0S掘，m/min；其中： S掘进工作面巷道的净断面积，m；取S掘=5.64.0=22.4m；即：600.25 S掘Q掘604.0 S掘， m/min336 m/minQ掘5376 m/minQ掘=1186 m/min，显然验算公式成立。（6）局部通风机工作风压h局RQ2=RQ局Q剩0.6535（425336）/602902.4 Pa；式中：R风筒的总风阻，取0.65Ns2/m8。3.局部通风机选型根据哈矿地质条件、实际经验、计算所需要的风量以及风机的工作风压,选用四台（2台备用）DBKJNo6.3/230隔爆型对旋轴流局部通风机即可满足通风要求。技术参数见表5-2。表5-2 风机技术特征表型号功率/kW转速(r/min)全风压/Pa全风量（m/min）全压效率DBKJNo6.3/2302302950460630026063080%4.风筒出风口距工作面掘进头的距离压入式局扇通风，风筒出风口至工作面掘进头最大距离不得超过巷道断面积开平方的45倍。即：LP（45）S掘1/2 =（45）（5.64.0）1/218.923.66m，风筒出风口距工作面掘进头的最大距离约为23m。5.风筒技术特征选用80010000mm的胶质阻燃风筒，风筒接口双反边接。风筒技术参数如下表：5-3。表5-3 风筒技术特征表直径/mm百米风阻（NS2/m8）漏风率/风筒长度/m80012.03106.移设风机随着工作面推进当风机供风距离接近1000m时，供风距离增加，漏风量增加，掘进头风压降低，风量减少，为了满足工作面通风要求，需要在工作面掘进方向重新安设局部通风机，并拆除原风机，这一过程通常称作倒风机。二、风流流经路线新鲜风：地面新鲜风辅运平硐（主斜井）中央主、辅运输大巷22519运顺22519运顺1联巷风机经风筒掘进工作面。污 风：工作面污风22520主回撤通道22520回顺22519切眼一22519回顺一22519切眼二22518切眼22518回顺风桥回风立井地面。根据设计安设通风设施，对所掘巷道靠近掘进头2个及以外的联巷进行密闭或打临时风障处理，保证全风压通风系统紧跟工作面。局部通风机的安设要严格按通风部门的要求进行安设。三、局部通风机管理局部通风机的吸入风量必须小于全风压供给风量，以免发生循环风，掘进巷道各移变硐室必须按规定配足风量。正压风筒采用800mm柔性胶质风筒，负压风筒采用800mm钢圈风筒。安设局部通风机需满足以下要求：1.局扇、风筒的安装和使用必须符合煤矿安全规程的有关规定，保证局扇正常运转，不发生循环风。2.局扇的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位必须有衬垫，密封良好；局扇必须吊挂或垫高，离地高度不小于0.3m。3.局扇由专人管理，严禁其他任何人随意开停；局扇实行挂牌管理，如需要停风必须编写停风安全技术措施，并经矿总工程师批准后方可执行。4.正压局部通风机必须安装在进风巷道中，且距回风巷口不小于10m处，保证局部通风机吸风量小于所在巷道供风量，不发生循环风，吸风口附近不得有杂物。5.正压局部通风机和工作面电气设备必须有风电、瓦斯电闭锁装置，并保证灵敏可靠。抽出式风机必须与压入式风机实现联动闭锁，当压入式风机停止运转时，抽出式风机能自动停止运转，压入式风机未启动时，抽出式风机闭锁，不能启动。6.掘进工作面局扇必须实现“三专两