综1306轨道顺槽作业规程.doc

墩阔坦镇煤矿1306轨道顺槽、1306轨道绕巷作业规程 墩阔坦镇煤矿掘进工作面作业规程 编号：掘1507号 工作面名称： 1306轨道顺槽、1306轨道绕巷编 制 人：王光良 技术负责人：艾尼.卡迪尔 矿 长：吾买尔.沙衣木 批 准 日 期：2016年3月5日 执 行 日 期：2016年 3月5日目 录第一章 概 况4第一节 概 述4第二节 编 写 依 据4第二章 地面相对位置及赋存特征4第一节 地面相对位置及赋存特征4第二节 地质构造6第三节 水文地质6第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6第二节 支护设计7第三节 支护工艺9 第四章 施工工艺15第一节 施工方法15第二节 凿煤方式16第三节 管线及运输设备20第四节 设备及工具配备22第五章 生产系统23第一节 通 风23第二节 压风系统25第三节 防尘系统26第四节 防 灭 火26第五节 安全监控系统27第六节 供电系统28第七节 排水系统28第八节 运输系统28 第九节 通讯系统. 29 第六章 劳动组织及主要技术经济指标29第一节 劳动组织29第二节 循环作业图表29第三节 主要技术经济指标30第七章 安全技术措施31第一节 一通三防31第二节 顶板管理34第三节 防治水管理36第四节 机电管理37第五节 运输管理45第六节 其它48 第1章 概 况 第一节 概 述巷道名称：1306轨道顺槽、1306轨道绕巷。掘进目的及用途：用于1306综采工作面回采时通风、运输和行人。巷道设计长度：1306轨道顺槽设计走向长度680米，方位角为2783300；巷道服务年限：12个月。预计开竣工时间：2016年3月10日开工，2016年6月10日竣工。计划6月1日？第二节 编 写 依 据采区设计说明书及批准文号：1、墩阔坦镇煤矿45万吨矿井采区设计说明书。2、墩阔坦镇煤矿2015年采掘计划及巷道布置设计图。3、墩阔坦镇煤矿矿井生产地质报告。4、煤矿安全规程。5、井工煤矿安全质量标准化标准。第二章 地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置及赋存特征 一、相对位置 （表1） 概况煤层名称下13煤层水平名称+1790采区名称下13煤上山采区工作面名称1306轨道顺槽、1306轨道绕巷地面标高+1830.2工作面标高+1785+1823地面位置位于矿区东部，地面副斜井口以东30-750米范围内，地面没有任何建筑物井下位置及四邻采掘情况位于下13煤皮带上山西翼680米范围内，该巷道南侧倾斜距离约15米为+1800轨道大巷（该巷道布置在下12煤层中），北侧68米为下13煤层石门联络巷；上覆下12煤层已开采，下12煤层与下13煤层层间距一般为11.0712.26米，对该巷道掘进影响不大。走向长度（米）680米倾斜长（米）面积煤层情况煤层平均厚度（米）（2.02-2.21）2.11煤层倾角8-10该煤层属于缓倾斜煤层，煤层层理发育、节理发育，煤层自西向东有变薄越势。煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（米）岩性特征顶板粉砂岩和细砂岩11.0712.26米灰白色,坚硬底板粉砂岩9米以上深灰色，坚硬影响掘进的其他地质情况指 标单 位参 数备 注煤层平均厚度m2.11煤层倾角8-10煤层硬度（F）级2-3煤层层理发育煤层节理发育自然发火期月3-6绝对瓦斯涌出量m3min-10.83煤尘爆炸性45为具有爆炸危险性煤尘地温1617二、煤层综合柱状图：（附图）三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 1、据“阿地煤管【2014】164号”文件对墩阔坦镇煤矿瓦斯鉴定结果的批复，该矿瓦斯相对涌出量为1.3m3/t、绝对瓦斯涌出量为0.83 m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.19m3/t、二氧化绝对碳涌出量为0.76 m3/min。 2、瓦斯等级是属于瓦斯煤层。 3、煤层发火期为3-6个月。 4、煤尘爆炸指数为45%、为具有爆炸性煤尘。 第二节 地质构造本井田该煤层埋藏稳定，倾角在8-10之间,井田构造复杂程度属简单类型。第三节 水文地质一、根据地质报告揭示，上部下12煤层已经开采完毕，并且无大的涌水量，下12煤与下13煤层间距一般在11.0712.26米，因此掘进过程中在顶板完整的情况下一般以顶板淋水的形式出现，当顶板破碎或有断层、节理发育时淋水增大；施工过程中必须完善排水系统，确保设备完好，加强火烧区水文观测，加强防治水管理；在掘进过程中要实行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”，以确保巷道正常施工。二、考虑巷道掘进用水及煤岩层水，预计该巷道掘进时最大涌水量：10m3/d，正常涌水量：6m3/d。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷 道 布 置1306轨道顺槽开口于下13煤层煤皮带运输上山交叉点往下68米处，方位角2783300，设计长度680m；1306轨道绕巷开口于1306轨道顺槽32.6米处，方位角662452，设计长度26.6米。每150米在巷道左侧布置一个存料场，长度50m。附： 巷道布置图 开口大样图 第二节 支 护 设 计 一、巷道断面：根据煤矿安全规程规定，巷道断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的要求，同时根据生产实际需要，巷道断面选用如下规格：巷道毛宽3.8m，毛高2.9m，毛断面积为：S=11.02；巷道净宽3.7m，净高2.8m，净断面积为：S=10.36。料场毛宽4.6m，毛高2.8m，毛断面为12.88m；净宽4.5m，净高2.75m，净断面12.38。 二、巷道支护形式及支护参数选取：(一) 巷道支护形式1、临时支护采用两根4m长的3寸钢管作为前探梁进行临时支护，两根前探梁间距1.6m，其上用木板梁配合背板、木楔与顶板接实，木板梁规格：长宽厚=320020050mm，木板梁间距控制在0.2m左右，木板梁与迎头及两帮距离不超过0.3m。 2、永久支护根据周围煤岩分类、煤岩层性质和相邻巷道支护设计情况，1306轨道顺槽及1306轨道绕巷采用锚杆+菱形铁丝网+锚索联合支护，顶板选用左旋全螺纹金属锚杆，两帮选用高强塑钢锚杆，巷道顶板中间每隔5米打设一根锚索。（二）巷道支护参数选取1、采用工程类比法选取支护参数：通过相邻巷道揭示、煤岩层状况和其它地质资料，1306轨道顺槽及1306轨道绕巷顶、底板岩性及煤层变化不大，所以采用工程类比法选取支护参数：顶板打设5根锚杆，规格为18 mm2200mm的左旋全螺纹金属锚杆，间排距为800mm800mm；上、下帮分别打设3根和2根锚杆，规格为16mm1600mm的高强塑钢锚杆，间排距均为800 mm800mm；菱形铁丝网为10#铁丝制作，规格为1800mm7600mm、网目为70mm70mm；锚杆托盘规格为120mm120mm8mm；顶板中间每隔5米打设一根锚索，锚索选用17.86000mm的预应力钢绞线，托盘选用长300mm的11#工字钢梁。每根锚杆使用一支K2350型树脂锚固剂锚固，每根锚索使用三支K2350型树脂锚固剂锚固。 按悬吊理论计算锚杆参数L=KH+L1+L2 式中：L锚杆长度，单位m； H冒落拱高度，单位m； K安全系数，一般取K=3； L1锚杆锚入稳定煤岩层的深度，一般按经验取0.5米；L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.04米；其中：H=B/2f3.8/（25）=0.38（米）式中：f岩层普氏坚固性系数，取5 B巷道宽度，取3.8米则：L=3 0.38+0.5+0.04=1.68（米）选取顶板锚杆长度为2.2m1.68m，符合支护要求。 2、确定原则是使锚杆的约束作用合理分布，从而在保证支护效果的前提下，为提高成巷速度创造条件，为此，需考虑围岩的完整性。（1）、顶锚杆间排距几何平均数：d=1/2K锚K护 3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)K锚-锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取K=1.03K护-护顶方式系数，取K=1.00 I-直接顶整体系数 ：整体性很好 I=0.9 ：整体性较好 I=0.75 ：整体性一般 I=0.60 ：整体性较差 I=0.45 ：整体性很差 I=0.30根据现场直接顶情况，取I=0.6 f普氏系数，取f=5则：d=0.51.001.03（30.6）/（20.6+1）+（25-1）/（25+1）0.853顶板锚杆根数： n=B/d B巷道荒宽，取B=3.8 则 n=3.8/0.8534.46,取n=6（2）、顶板锚杆间距：D=B/（n-1）=（3.8-0.2）/(5-1)=0.9m （3）、顶板锚杆排距：P=d/D=0.853/0.90.948m 即排距0.948m均符合支护要求，取P=0.8m故选取顶板锚杆间排距为800mm800mm 能满足支护要求。 3、通过相似相邻巷道的工程类比，确定该巷道的两帮支护参数为：下帮采用2根16mm1600mm的高强塑钢锚杆、上帮采用3根16mm1600mm的高强塑钢锚杆配合菱形金属网支护，间、排距为800 mm800mm。4、锚索支护设计：根据以往经验分析，锚索锚固体位于下13煤层以上老顶中即能提供足够的悬吊能力。下13煤层老顶为中砂岩，锚索锚固长度不小于1.5m，下13煤层直接顶至老顶距离为3.7-4.2米，则所需锚索长度为：4.2m1.5m+0.25m（外露）5.95m，为获得最佳悬吊效果，要确定潜在破坏范围，从而确定被悬吊的载荷。根据以下公式计算得出：H=0.6B=0.63.8=2.28m S=1/2HB=0.52.283.8=4.332m2W=SrD排4.332135=281.58KN P=353KNW=281.58KN式中：H-潜在冒落拱高度，m； S -潜在破坏范围面积，m2；B -巷道宽度m ； W -潜在垮落范围内自重载荷，KN； r -顶板岩层容重，取13KN/m3； D排-锚索排距，5m；P -17.8mm钢绞线悬吊载荷为353KN；根据以上验算，采用17.8mm6000mm高强锚索，沿巷道顶板中部每5米打设一根可有效控制顶板。 附：支护断面图 第三节 支护工艺一、临时支护：采用吊挂超前探梁做为临时支护，前探梁共两根，每根长度4m，用3寸优质钢管（或型钢）制作，探梁间距为1.6米，每根前探梁用两个吊环（或链子）悬吊于顶板锚杆之上，吊环采用钢管焊接螺母制作，前探梁端距离迎头最大不超过0.3m。掘进机割完一个循环后，退回掘进机至合适位置，首先用长把工具摘除顶板活矸危岩、除掉两帮已裂开的煤体，敷设金属菱形网，逐根前移前探梁、同时将长板梁垂直于巷道放置在探梁与菱形网之间，并调整好长板梁间距，拉紧菱形网，用木楔配合背板打实长板梁，确保与顶板密接。附：临时支护平、剖面图二、永久支护：1、通过悬吊理论计算和相似相邻巷道工程类比及巷道支护设计，1306轨道顺槽及1306轨道绕巷顶板采用锚网索联合支护，每隔5米在巷道顶板中间打设一根锚索；顶板每排布置5根规格为18mm2200mm的左旋全螺纹金属锚杆锚杆，下帮布置2根16mm1600mm的高强塑钢锚杆、上帮布置3根规格为16mm1600mm的高强塑钢锚杆，锚杆间排距均为800 mm800mm，顶板及两帮配1800mm7600 mm菱形铁丝网，网目为：70mm70mm，金属锚杆托盘使用规格为120mm120mm8mm的左旋高强锚杆托盘。 2、最小控顶距不大于0.2m，最大控顶距不大于1.8m。 3、顶、帮每根锚杆均采用一支K2350型树脂锚固剂进行锚固。相邻金属网要压茬并用10#铁丝连接，压茬宽度100mm，连接点要均匀布置，间距不大于200mm。4、施工过程中，若遇断层、裂隙或破碎带、顶板压力加大、有淋水等现象时，要及时缩小锚杆间排距、加密锚索加强支护，必要时采用矿用11工字钢棚加强支护。 三、锚杆安装工艺：1、打锚杆眼打眼前，先按中线检查巷道尺寸，不符合作业规程要求时必须先进行处理，用长把工具敲帮问顶，找掉活矸危岩。打眼时，必须在可靠的支护下操作，应按由外向里、先顶后帮、先中间后两边的顺序依次施工。锚杆眼要定位，眼位误差不得超过100mm，其角度与巷道轮廓线或岩层夹角不小于75。顶板锚杆采用锚杆机打眼，两帮采用风动钻具配水式钎杆打锚眼，打眼时应在钎子上做好标记，严格按锚杆长度打眼。2、锚杆的安装顺序由外向里，先顶板后两帮依次进行。 3、锚杆安装方法安装前，先将眼内的积水、岩粉用压风吹净，吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔正前方不得有人，吹扫完毕后，将锚固剂送入眼底，插入锚杆并顶住树脂锚固剂，顶板锚杆先安装好盘、帽，外端头再套上锚杆搅拌器，用锚杆机对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不小于30秒，直至产生反向扭距，锚杆达到设计深度， 卸下搅拌器，5分钟后再用专用风动扳手进行紧固；两帮锚杆用气腿式煤帮锚杆钻机或风锚头对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不得小于30秒，直至产生反向扭距，锚杆达到设计深度，撤去钻机，卸下搅拌器，挂网，上托盘和螺帽，待5分钟后用专用风动扳手紧固螺帽，确保锚杆安装牢固，托盘紧贴壁面不松动。4、锚杆安装要求：(1)安装顶部锚杆要按下列要求进行操作：支设前探梁、铺网、联接顶网，然后用前探梁挑起，摆放长板梁并用背板、木楔与顶板接紧背实。打顶部锚杆眼：按设计要求定准眼位，按眼位打锚杆眼。巷道顶板锚杆眼深不小于2160mm，不大于2190mm。送树脂药卷：推入锚固剂时要用力均匀，不能把锚固剂穿破。（2）安装帮部锚杆要按下列要求进行操作：打帮部锚杆眼：按设计要求定准眼位，按由上向下、由外向里的顺序逐个打设锚杆眼，锚杆眼深不小于1500mm，不大于1520mm。送树脂锚固剂：推入锚固剂时要用力均匀，不能把锚固剂穿破。 （3）锚杆安装完成后要符合下列要求：锚杆间排距误差为100mm。锚杆轴向与巷道轮廓或岩层面夹角不小于75。锚杆孔深不得小于杆体有效长度，且不得大于杆体有效长度40mm。锚杆端部必须推至孔底，外端螺纹露出螺母的长度为1040mm。锚杆锚固力不小于15Mpa,锚杆拧紧力矩不小于100Nm。 托盘必须紧贴岩面，螺母拧紧，预紧力达到设计要求。安装锚杆时，严格按设计要求放置锚固剂，当不同型号的锚固剂混合使用时，必须按凝胶速度先快后慢的顺序依次放置到钻孔中。四、锚索安装工艺1、钻眼机具：MQT-120锚杆机。2、施工工艺：根据巷道中线及锚索排距定好孔位，采用锚杆机打眼后，装入树脂药卷，用钢绞线将药卷逐块轻推至孔底，安上搅拌器，用锚杆机搅拌，搅拌时间不得小于45秒，直至产生反向力矩，退下锚杆机和搅拌器，5分钟后，安装托盘索具，采用风动机具或手动式锚索预应力涨拉机具涨拉，锚固力达到36Mpa即可，锚索外露长度为150mm-250mm。3、锚索安装要求：打锚索眼：按规程要求定准眼位，眼深5750mm-5850mm；送树脂药卷：通过锚索孔装入3支树脂药卷，用锚索钢绞线将药卷轻轻推入孔底；搅拌药卷：连接锚索与钻机，打开风马达控制扳机（开关控制在最大速度的50%），气腿始终保持推力，当锚索到达眼底时，将扳机开到最大，以确保树脂完全混合，直至产生反向力矩时，停止旋转；紧固锚索：用YQ15-40/120型风动机具涨紧锚索。4、现场使用YQ15-40/120型手动式锚索预应力涨拉机具时，必须执行下列规定：涨拉机具应有专人保管，专人使用；使用人员要参阅说明书，空载操作熟练后再进行现场使用。不得用高压管作为绳索、受力器械搬运涨拉机具等其它物体。涨拉操作程序：千斤顶穿入钢绞线卸载阀卸载启动油泵换向供油（顺时针转动手柄千斤顶出缸）卸载阀升压（顺时针转动）自动锚紧涨拉换向供油（逆时针转动手柄千斤顶回缸）自动退锚卸载阀退压（逆时针转动）退出千斤顶使用油泵前，油面需在油箱的四分之三处，选用滤油器过滤的YN46号抗磨液压油。液压系统用油不得两种及以上混合使用。涨拉时由两人操作，一人操作油泵，一人操作涨拉千斤顶，千斤顶套上钢绞线就位后，操作涨拉千斤顶人员应持住千斤顶，待加压千斤顶卡住钢绞线后方可脱手离开，加压期间千斤顶下方不得站人，以免发生意外，卸压、收缸前要人工扶住千斤顶，待卸压、收缸、松卡完毕取下千斤顶。顶压器和涨拉缸为全螺纹连接，每次工作前应检查其螺纹是否拧紧，班前应对涨拉机具进行全面检查，如有异常情况不得使用，使用中有非正常情况应停机检查，经维修人员排除故障后方能使用。加压涨拉过程中，要有人注视压力表读数变化、千斤顶动作及挤压孔壁等情况，发现异常应先停止加压、查找原因并处理。在压力读数未达到设计预紧力值期间，若出现千斤顶只出缸而压力读数不升现象，一般是刚开始压实孔口部位情况，属正常现象，若不是孔口压实情况，出缸量持续超出100mm则说明该锚索锚固质量不好，没有达到设计要求，安装的锚索不合格，应重新补打。涨拉完毕油缸回位时关闭油泵，以免行程到底后继续供油，使回油压力瞬时增大。涨拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，一次涨拉缸体行程不得超过150 mm，超过时应多次涨拉。手动油泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。每次现场工作完毕要进行机具表面清擦，装箱收好并定期对顶压器等拆卸保养，保持其完好状态。特殊情况（如锚索过长等）需切断锚索时，在切割前必须采用旧皮带等物可靠遮拦或采用绳索捆绑固定，以防在剪切过程中切断的锚索受力飞起伤人。五、工程质量要求： 1、巷道净宽：中线至任何一帮的误差为0100mm；巷道净高：误差为0100mm。2、锚杆安装牢固，托盘紧贴壁面不松动，锚杆构件完好。3、压网搭接严密、压实，网子拉紧不松动，网子之间采用10#铁丝连接，连接点要均匀布置，扣距不大于200mm。4、锚杆锚固力、预紧力：不小于15Mpa，锚杆预紧力不小于100N.m。5、锚杆外露长度1040mm；锚杆角度与巷道轮廓线或岩层面的夹角75。6、锚索必须锚入稳定的基岩内，锚固长度为1500mm，单根锚索设计锚固力不小于36Mpa。7、顶板及两帮锚杆间排距均为800mm800mm，误差为100mm。8、锚固剂位置检测：安装锚杆未上托盘前，采用一根长2m的8#铁丝对锚固剂位置进行检查，并填写在班记录中，即锚杆眼口距树脂药卷外端距离：帮锚1050mm，顶锚1650mm，允许偏差为100mm。锚网索支护巷道工程质量标准表 （表2）项 目质量标准 (mm)部位规 格(mm)合格巷道净宽中线至右 帮0100巷道上部1850巷道中部1850巷道下部1850中线至左 帮0100巷道上部1850巷道中部1850巷道下部1850巷道净高0100巷道中部2750锚杆安装顶、帮安装牢固，托盘紧贴壁面，不松动。锚杆锚固力顶 板15Mpa两 帮锚杆预紧力顶、帮100 N.m网及钢带压接质量顶、帮网搭接压茬（绑扎）良好，托盘压网紧贴巷壁，无空帮，空顶。锚 杆间排距100顶板800800两帮上帮、下帮800800锚杆角度与巷道轮廓线或岩层夹角符合规定 锚杆与巷道轮廓线或岩层夹角75锚杆外露长度10-40锚索间排 距100巷道中间、锚索顺巷间距为5000mm。锚索外露长 度250150-250水 沟位 置左帮底板宽度-3050200深度-3050300六、矿压观测 1、观测对象： 1306轨道顺槽、1306轨道绕巷 2、观测内容：顶板、底板和两帮移近量监测。矿压观测内容及手段一览表 （表3）序号观测内容观测目的测试手段1顶、底板和两帮移近量监测检测顶、底板及两帮移动情况，采取相应的措施控制顶、底板及两帮来压。钢尺，皮尺2锚杆锚固力检测锚杆锚固强度是否合适，以调整锚杆、锚固剂及锚固长度锚杆拉力计 3、观测方法：（1）测点布置：每30m选取顶板和两帮各三组锚杆，每组选三个锚杆做锚固力测试。（2）观测时间：选取的测点每班专人测量一次巷道高度、宽度变化情况并做好记录，直到该巷道施工完毕，矿压观测工作由技术科负责。 4、数据处理：通过对巷道各测点所有数据进行综合分析，若巷道顶底板、两帮移近量最大值大于10时，对该巷道（点）采取相应措施进行加强支护。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法一、施工方法：1306轨道顺槽、1306轨道绕巷采用EBZ-135型掘进机割煤，全断面一次成巷的施工方法，沿下13煤层顶板按中线掘进，循环进尺1.6m。二、开门施工准备：1、施工前，首先安设好风机、吊挂好风筒，风机安设在下13煤层石门联络巷。2、完善开口点处的风、水管路。3、开口点处的电缆要落地，并用旧皮带等加以保护，风、水管和上山皮带也要妥善保护，防止放炮崩坏。4、开门前由技术科提前放设好中线。 三、装煤方式：采用EBZ-135型掘进机铲板自动装煤。四、掘进工艺流程：综掘：校对中线后画出巷道轮廓线洒水、掘进机割煤敲帮问顶临时支护永久支护检修综掘机、皮带机进入下一个循环清理验收质量交接班。第二节 凿煤方式一、掘进方式：1306轨道顺槽、1306轨道绕巷采用掘进机掘进。二、截割工具：采用EBZ-135型掘进机割煤。三、截割顺序：掘进机截割时，正旋转式从巷道中心进刀，螺旋式向帮、顶割煤逐步达到设计断面要求。四、综掘施工有关规定：1、必须坚持使用综掘机上所有的安全闭锁和保护装置，不得擅自改动或甩掉不用，不能随意调整液压系统、雾化系统各部的压力。2、综掘机只准专职司机操作，司机离开操作台时必须断开综掘机上的电源开关并闭锁。3、在综掘机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮，并设专人定期进行试验，发现隐患立即处理，否则严禁使用，留好记录被查。4、综掘机必须装有两个前照明灯和1个尾灯。5、开动综掘机前，必须发出警报，确认无误后方可开动综掘机。6、综掘机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的水压不得小于3MPa，外喷雾装置的水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置。7、综掘机停止工作和交班时，必须将综掘机切割头落地，排净铲板、一运和二运上的余煤，断开综掘机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关并闭锁。8、检修综掘机时，严禁其他人员在截割臂、切割头和转载桥下方停留或作业。9、各种电气设备控制开关的操作手柄、按钮、指示仪表等要妥善保护，防止损坏、丢失。10、机器必须配备正副两名司机，正司机负责操作，副司机负责监护, 副司机所处的监护位置必须安全可靠。司机必须精神集中，不得擅自离开工作岗位，不得委托无证人员操作。11、司机必须严格执行现场交接班制度，填写交接班日志，对机器运转情况和存在问题要向接班司机交待清楚。12、切割头变速时，应首先切断截割电机电源，当其转速几乎为零时方可操作变速器手柄进行变速。严禁在高速运转时变速。13、司机工作时精神要集中，开机要平稳，看好方向线，并听从组长指挥。前进时将铲板落下、提起后支撑；后退时将铲板和后支撑抬起。发现有冒顶预兆或危及人员安全时，应立即停车，切断电源。14、掘进施工前，综掘机司机应配合班组长认真检查工作面围岩和支护、通风、瓦斯及综掘机周围情况，保证工作区域安全、整洁和无障碍物。15、开机前，对机器必须进行以下检查：（1）各操纵手把和按钮应齐全、灵活、可靠。（2）机械、电气、液压系统，安全保护装置应正常可靠，零部件应完整无缺，各连接件齐全、紧固。（3）电器系统各联接装置的电缆卡子应齐全牢固，电缆吊挂整齐，无破损、挤压。（4）液压系统、雾化系统的管路和管接头应无破损、泄漏，防护装置应齐全可靠。将所用延长的电缆、水管沿工作面准备好，悬吊整齐，拖拉在综掘机后方的电缆和水管长度不得超过10米。（5）减速器和液压油箱的油位、油量应适当，无渗漏现象，并按技术要求给机器注油、润滑。（6）二运桥式转载皮带机应确保完好，托辊齐全。（7）切割头截齿、齿座应完好，截齿转动灵活，发现有掉齿或严重磨损不能使用时，必须断开综掘机电气控制回路开关，打开隔离开关并闭锁，切断综掘机供电电源，并在馈电开关上挂停电牌后再进行更换。（8）装载耙爪、链轮要完好、运转灵活。刮板链松紧度应合适，刮板齐全无损，应拧紧防松螺帽，防止刮板松动。桥式转载皮带机的胶带和接头无撕裂，胶带松紧度适当。（9）履带、履带板、销轮、链轮保持完好，按规定调整好履带的松紧度。（10）水雾化(喷雾)装置系统、冷却装置、照明应良好。水质、水压、流量应符合规定，喷水管路、喷嘴应畅通。16、经检查确认机器正常并在作业人员撤至安全地点后，方准合上电源总开关，按操作程序进行空载试运转，禁止带负荷起动。17、开机前必须发出报警信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。一般起动顺序是：液压泵放下铲板和后支撑并贴紧底板二运桥式转载皮带机一运刮板输送机耙爪装载机构截割头。18、按作业规程要求进行切割工作，根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式。切割深度取决于煤岩的切割阻力，切割速度取决于瓦斯的涌出量和风量，以液压系统压力不超过整定值、切割电机接近满载、不产生强烈震动、落煤效率最高为宜，一般推荐为切割头直径的2/3。19、司机要按正确的截割循环方式操作，并注意下列事项：（1）掘进半煤岩巷道时，应先截割煤，后截割岩石，即按先软后硬的截割顺序。（2）一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。（3）切割必须考虑煤岩的层理，切割头应沿层理方向移动，不应横断层理，影响切割速度。（4）切割全煤，应先破碎中间部分，再四面刷帮。（5）对于硬煤，为防止切落大块煤而影响装运速度，采取自上而下的截割程序。（6）对较破碎的顶板，应采取留顶煤或截割断面周围的方法。（7）对松软煤层：应从工作面下角由下向上切割，首先切底掏槽，这样在切入过程中机器稳定性好，也有利于装载和提高切割速度。（8）对松软煤层，为避免煤层一次截割成巷上部空帮面积大，易造成煤壁片帮冒落等，需采用台阶法施工，首先使用综掘机截割迎头上部煤体11.6米，然后退出综掘机，在临时支护下，开始两帮上部锚帮护煤壁工作，之后再进行工作面下部煤岩体的截割工作，最后全断面进行支护。20、截割过程中的注意事项：（1）煤岩硬度大于综掘机切割能力时，应停止使用综掘机，采取放震动炮措施，采用炮掘机装，不得强行切割，采用炮掘机装时另编制安全技术补充措施。（2）根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发生截割电机过载和压刮板输送机等现象。切割速度应与煤岩的硬度、装载能力及运输系统相适应，煤、岩的块度不可过大，以免影响装载与运输。（3）切割头必须在旋转中进出煤层，不得停转后进出煤层；综掘机不得带负荷起动、超负荷运转，保持机器在满载、高效、最佳状态下工作。（4）切割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起，严禁切割头与铲板相碰。截割煤岩时应防止截齿触网、触棚。（5）司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤(岩)，扫底时应避免底板出现台阶，防止产生综掘机爬高。（6）煤岩块度超过机器龙门的宽度和高度时，必须先行破碎后方可装运。大块煤岩被龙门卡住时，应停机处理，不得用一运刮板机强拉。（7）液压缸行程至极限位置后，应及时搬回操作手柄，停止供液，以免安全阀长时间卸荷造成液压系统发热。液压油油温不得超过70C。（8）综掘机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。（9）所有设备不准超负荷运转。（10）切割中随时注意机械各部运转声音和温度及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。（11）风量不足、除尘设施不齐不准作业。（12）切割前必须先开内外喷雾水对综掘机进行冷却和降尘后切割，工作中停水不得切割，停止切割时要先停综掘机后停喷雾水。（13）发现危急情况，必须用紧急停止开关切断电源，待查明事故原因、排除故障后方可继续开机。（14）使用切割臂上托锚网和作临时支护支撑时，切割电机必须可靠断电，防止切割头误动作运转。21、若掘进过程中遇断层，要根据现场情况制定补充措施。过下压正断层时，可采用后退卧底法，即下盘卧底、上盘挑顶，严格按腰线设计进行施工，下盘巷道超高处及时补打锚网进行支护，上盘挑顶掘进并确保巷道高度；当巷道过上跳正断层时，可采用后退或直接割顶法，直接割顶法，即综掘机直接将上盘顶板或下盘煤挑至顶板、下盘可根据断层落差来确定卧底量。同时要在两盘结合处需补打锚索等加强支护。22、按规定操作顺序停机后，应将综掘机退到支护完好的安全地点，并将铲板放在底板上，切割头缩回并放于底板上，关闭水门，吊挂好电缆和水管。23、停机后，要清除机器上的煤块和粉尘，不许有浮煤留在铲板上。24、在淋水大的工作面，应对综掘机采取保护措施，在角度大于8的上、下山工作面停机时应采取防滑措施。25、停机后，将所有操作阀、按钮置于零位，切断电源并闭锁。26、停机后，全面检查综掘机各部件及各种安全保护装置，有问题时应及时汇报并记录清楚。27、掘进巷道做到两帮直、底板平，不留伞檐，掘进高度符合作业规程规定。工作面遇断层、构造时，必须有综掘机掘进的补充措施，禁止综掘机超过设计截割硬度割矸。 28、综掘机截割后应尽快支护，及时维护新暴露出来的围岩，严格按照作业规程正规循环作业；截割时若发生片帮、掉顶时，立即停止割煤，采取措施，加强端面维护，防止发生冒顶。 附： 掘进机截割示意图 运输系统图 第三节 管线及运输设备一、管线敷设管线、电缆拉线平行吊挂，管路吊挂要平直，压风管、水管吊挂于巷道左帮距底板高度0.3m，两条管路吊挂间距为0.35m，并做到间距一致，4寸钢管敷设到距迎头20m处，再用25高压胶管接至迎头；电缆悬挂于巷道右帮距底板高度1.8 m。二、皮带铺设标准1、皮带运输机铺设平、稳、直，托辊齐全有效；运行中皮带不打滑、不跑偏。 2、胶带输送机必须设有限速、堆煤、烟雾、电机超温、自动洒水、防跑偏六项安全保护装置，且灵敏可靠，并按规定周期进行试验，有试验记录。3、上部胶带不超出滚筒或托辊边缘，下部胶带不磨机架。4、胶带输送机巷道行人侧输送机与巷帮的间隙不小于0.8m，非行人侧输送机与巷帮的间隙不小于0.5m；输送机机头、机尾处与巷帮的距离不小于1.0m；行人侧和机头、机尾处高度不得低于1.6m。5、机道有人横过的地方应设过桥且稳固可靠，过煤高度不小于400mm，过桥以上间隙不得小于1000mm，过桥宽度不小于600mm，过桥有扶手。6、皮带机各零部件齐全、合格，各部件联接螺栓紧固，有弹垫、螺栓紧固后螺栓应露出螺母13个螺距。7、驱动滚筒、导向滚筒、涨紧滚筒两侧有防护栅栏。8、上托辊间距1.5m，下托辊间距3.0m，托辊间距偏差不大于标准间距100mm。9、底皮带距底板不小于400mm，皮带涨紧后上皮带应保证不小于500mm的过煤高度。10、皮带接头必须牢固合格，接头平整与皮带中心线垂直，长度不小于带宽的90。11、皮带防跑偏托辊安装：防跑偏托辊与皮带托辊间隙不大于50mm，防跑偏托辊安装高度应高于皮带边缘100mm，每25m安装1组。12、机头、机尾处安设照明灯。13、胶带输送机机头和机尾均采用“地锚”固定，采用不低于18-1800mm的左旋等强锚杆配压板固定底梁，锚杆数量不少于4根，锚杆打入底板深度不少于1.8米，每根锚杆采用二支K2350型树脂锚固剂锚固，每根锚杆锚固力不小于100KN，锚杆锚固深度1.0米，锚杆上备帽且外露1-3丝，确保稳固可靠；皮带机第一次安装完毕，必须经有关人员验收合格后方准使用；每次延皮带机尾后，必须将机尾方向调正并固定好。 管线及敷设方式见下表 （表4）序号名称规格型号单位数量与工作面距离备注1风筒800mm10m节808m掘进机掘进，皮带运输机运输。2水管1086m根12020m3压风管1086m根12020m4动力电缆70m3005信号电缆41.5m9006传感器线41.5m10007综掘机电缆50m9008电话线41.5m100050m第四节 设备及工具配备 设备工具配备表 （表5） 序号名 称规格型号单位数量备 注1局扇FBDNo6.0-B（215）台2双风机、双电源2皮带输送机DSG65部13掘进机EBZ-135部14风煤钻MSZ-60部2一部备用5锚杆钻机MQT-120JZ-C型部3一部备用6扭矩放大器JMJ-YA290个2一个备用7锚杆机套钎1.0 m套12备用根58风煤钻钎子1.6m根3两根备用9锚杆拉力计MLK-20台2一台备用10尖锨张611锚杆钻机MQT-120JZ-C型部3一部备用12风煤钻钎子1.6m根3两根备用13风镐部2一部备用14手镐把415大锤把2第五章 生产系统 第一节 通 风一、通风方式及路线通风方式：局扇压入式通风。通风路线：新鲜风流：皮带斜井+1750皮带大巷下13皮带上山局扇工作面。乏风风流：工作面1306轨道顺槽下13煤层+1800轨道下山下13煤层联络巷下13煤层皮带上山下13 煤层回风联络巷下13煤回风上山+1797回风大巷回风井地面。2、 工作面风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 （1）qCH4=QCH4E1440=1.312.810.641.314400.160m3/min； 式中 ：q CH4掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； QCH4矿井相对瓦斯涌出量，m3/min； E掘进工作面日产煤量，t； 1440单位换算产生的系数。 (2)Q掘=100qCH4KCH4=1000.1601.5=24m3/min；式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q CH4掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。 KCH4掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般取1.5-2。100按掘进工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1的换算系数。2、按二氧化碳涌出量计算（1）qCO2=QCO2E1440=1.1912.810.641.314400.146m3/min； 式中 ：q CO2掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min； QCO2矿井相对瓦斯涌出量，m3/min； E掘进工作面日产煤量，t； 1440单位换算产生的系数。（2）Q掘=67qCO2KCO2=670.1461.5=14.673m3/min； 式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； qCO2掘进面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min； KCO2掘进面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，一般取1.5-2； 67按掘进回风流中二氧化碳浓度不超过1.5换算的系数。 3、按工作人员数量验算 Q掘 4N=428=72m3/min； 式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； N掘进工作面同时工作的最多人数，人； 4每人需风量，m3/min。 4、按局部通风机实际吸风量计算 Q掘=Q扇IKP有效=Q扇IK（1-n）=26011.3（1-80.03）=256.88m3/min； 式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； Q扇局部通风机实际吸风量， m3/min； I掘进工作面同时通风的局部通风机台数； K防止局部通风机吸循环风的备用风量系数，一般取1.21.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。P有效掘进工作面风量占局部通风机工作风量的百分数；n风机供风距离，以百米计，该工作面最远供风距离8百米；百米漏风率，500-1000米时3%，该巷道最远供风距离800米，取2%。 6、按风速进行验算a) 验算最小风量 Q掘 600.25S=600.2510.64=159.6m3/min；b)验算最大风量Q掘 604.0S=60410.64=2553.6m3/min；式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；S掘进工作面巷道的净断面积，m2；0.15无瓦斯涌出岩巷允许的最低风速，m/s；0.25有瓦斯涌出的巷道允许的最低风速，m/s；4.0掘进工作面允许的最高风速，m/s；60单位换算产生的系数。 根据以上计算结果，确定工作面供风量为256.88m3/min，选用FBDNo6.0B（ 215KW ）局部通风机,吸风量为260365m3/min，可满足工作面供风需要。三、局部通风机的安装地点选择 根据现场考察，局部通风机安装在下13煤层联络巷。附：通风系统示意图第二节 压风系统风源来自地面压风机房，压风机房风压为0.7MPa，迎头风压最小为0.5Mpa，风量9m3/min，压风由下13煤层皮带上山108压风管路接至施工巷道，再用25高压高压胶管接至迎头。压风系统：地面压风机房主斜井+1750皮带大巷下12煤层轨道上山+1800大巷下13 煤层石门石门联络巷下13煤层+1800轨道下山迎头。第三节 防尘系统一、防尘水源来自地面防尘水池，用108钢管从下13煤层皮带上山接至施工巷道，再用25高压胶管接至迎头，1304轨道顺槽内每50米设防尘三通一个，并配备长度不少于30m的洒水软管，每班指定专人对巷道的顶帮、风筒进行冲刷