掘进巷道00工作面及运顺槽作业规程.docx

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为00工作面主、辅运顺槽。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成00工作面运输、进风系统，满足00工作面生产时的运输、通风、行人、运料、管线、电缆敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度： 主运顺槽为3392.2m，已掘110.5m，辅运顺槽为3382.2m已掘99.1m。联巷54个，其中已掘1联巷20m，2联巷23m。剩余52个联巷每个联巷长度20m。我队所掘主运顺槽为3281.7m，辅运顺槽为3283.1m。联巷掘进长度为1040m，共计掘进长度为7604.8m。2、服务年限：14.85个月四、预计开、竣工时间 本掘进工作面自2017年06月27日开工，预计2018年03月22竣工（235天）。第二节 编 写 依 据1、煤矿安全规程（2016年版）；2、煤矿作业规程编制指南（煤炭工业出版社）；3、*管理制度汇编；4、连续采煤机及配套设备操作规程；5、机械采矿技术。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、地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1。表2-1 地面相对位置及邻近采区开采情况水平名称3-1水平巷道名称主、辅运顺槽地面标高/m12261282井下标高/m10391043地面的相对位置及建筑物位于松定霍洛敖包东侧、阿大线北侧。井下位置位于3-1煤三大巷南侧，邻区无采动，为实体煤。邻近采区开采情况邻区无采动，为实体煤走向NS倾向WE长度/m主运顺槽3392.2辅运顺槽3382.2第二节 煤（岩）层赋存特征一、工作面煤层情况见表2-2。表2-2 煤层情况表煤层厚度（m）39-4.2煤层结构简单煤层倾角（）03开采煤层3-1煤煤 种褐煤稳定程度稳定煤层情况描述黑色，以暗煤为主，暗淡沥青光泽，水平层理，节理、裂隙发育，局部裂隙有方解石和黄铁矿薄膜充填。煤质情况Mad（%）Ad（%）St（%）Vdaf（%）Qnet，d(MJ/kg)8.59.85.67.50.30.3532.335.128.131.22、 工作面煤层顶底板情况见表2-3。表2-顶底板岩性特征顶、底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶砂质泥岩7.08.5深灰色砂质泥岩、水平层理。直接顶细砂岩9.012.0灰色、细砂岩，局部为砂质泥岩，主要成分为长石、石英，含白色云母片。水平层理，块状构造，分选中等。煤层3.94.2黑色，半暗型、暗淡型煤，以亮煤和暗煤、丝炭、镜煤组成，暗淡的光泽，水平层理，节理、裂隙发育，局部裂隙有方解石和黄铁矿薄膜充填。直接底砂质泥岩14.318.2灰深灰色，具水平层理，交错层理，泥质胶结。三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数见表24。表2-4 影响掘进的其他地质情况表瓦 斯含量低，属二氧化碳-氮气或甲烷-氮气带瓦斯等级低瓦斯矿井发火期燃点低、丝炭含量高，属于容易自燃煤层，发火期3545天煤 尘爆炸性指数36%，属易爆煤层地 温正常第三节 地 质 构 造工作面范围内煤层底板较平缓，预计煤层底板标高10391043m，煤层厚度3.94.2m；随巷道向前掘进，掘进前方煤层呈波状起伏，总体为负坡掘进，倾角03，掘进段煤层结构简单，厚度稳定。掘进范围内与2-2煤采空区层间距为28-36m。 两条顺槽在3-1煤层中沿煤层底板掘进，上部留有0.40.7m厚度不等的顶煤，煤层直接顶为细砂岩，局部为砂质泥岩，普氏系数为2.83.5，软化系数为0.57。底板为灰色砂质泥岩。普氏系数为2.83.5之间，遇水易软化，软化系数为0.50.6。第四节 水 文 地 质掘进区段内水文地质情况简单，煤层及顶板岩石中含少量基岩裂隙水，预测单巷正常涌水量810m3/h。 附图： 1、工作面岩层综合柱状图 见图2-1。 2、工作面底板等高线及储量计算图 见图2-2。 3、工作面内井上下对照图 见图2-3。 4、工作面上覆基岩厚度等值线图 见图2-4。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 00工作面东面是31106工作面（未采），南面紧邻井田边界，北侧是3-1煤三条大巷，西面是3-1煤三盘区（未采）。00工作面主辅运顺槽布置在3-1煤层中，00工作面主运顺槽位于辅运大巷1621m处；辅运顺槽位于辅运大巷1595.5m处；与辅运大巷呈90夹角。主辅运顺槽联巷54个，联巷之间每隔61m，35.5m，14.7m，66.6m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，56.7m，70.8m，35m，60m，60m，60m，60m，60m，39.4m，20.2m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，60m，85.5m，56.7m，70.8m，35m。联巷抹角为3*3m，2*2m，个别使用的联巷抹角均为3*3m。我队所掘主运顺槽为3281.7m，辅运顺槽为3283.1m。联巷掘进长度为1040m，共计掘进长度为7604.8m。采用前进式双巷同时掘进主运顺槽和辅运顺槽。附：00主、辅运顺槽掘进工作面巷道布置图第二节 支 护 设 计一、确定巷道断面00掘进工作面主运顺槽断面为5.5m（高）3.5m，断面为19.25；辅运顺槽断面为（宽）5.5m（高）3.5m，断面为19.25；联巷断面为（宽）5.0m（高）3.5m，断面为17.5。沿3-1煤层掘进。掘进主、辅运顺槽和联巷过程中如遇地质构造变化时，根据实际情况，及时编制过地质构造安全技术措施，根据措施对巷道顶板加强支护。二、支护参数设计1、采用计算法校核支护参数（1）锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：1+2+3式中 锚杆总长，m; 1锚杆外露长（托板厚度+螺母厚度+0.020.05m，取0.05m），m; 2有效长度，取锚杆免压拱高，m； 3锚入岩层内深度，一般取0.5m。 普氏免压拱高：=/2+tan（45-帮/2）/f顶 式中 、巷道宽度和高度，=5.5m，=3.5m； 帮两帮围岩的内摩擦角，取63.43（查表得）； f顶顶板岩石普氏系数，取4。=5500/2+3500tan（45-63.43/2）/4=893mm=0.05+0.893+0.5=1.443m 依据上述公式计算得出：锚杆长度1.443m，可选用锚杆长度1.8m满足要求。（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=22，锚杆锚固力应能承担的重量。为安全起见，在考虑安全系数，取=2。（2）1/2所选锚杆的锚固力50kN。式中 悬吊岩体重量； 锚杆的锚固力，取50kN； 安全系数，取=1.5； 被悬吊岩层的平均重度，取25kNm3； 2有效长度，0.893m； 锚杆的间排距，m。50（1.5250.893） 1/2=1.222m 因此，间、排距参数不大于1.222m能满足计算结果。通过以上计算，主、辅运顺槽和联巷锚杆为矩形布置，其中主运顺槽锚杆间距为300940940940940940500mm，排距为1.0m，按6套/m布置锚杆；辅运顺槽锚杆间距为500940940940940940300mm，排距为1.0m，按6套/m布置锚杆；联巷锚杆间距为0.31.11.11.11.10.3m，排距为1.0m，按5套/m布置锚杆。锚索间排距3.03.0m，矩形布置。顶板挂网网格为100100mm，6.5mm钢筋网片，可以满足该地质条件下的顶板支护强度。2、巷道支护设计参数00主、辅运顺槽采用规格为161800mm锚杆进行支护（托盘为1201208mm钢托盘），每根锚杆配套CK23500mm树脂1支。顶板挂网网格为100100mm，6.5mm钢筋网片，主、辅运顺槽顶网在3联巷后离主帮留50cm。顶网搭接处用双股14#铅丝扭接，每20cm扭接一次。采用钢绞线规格为17-15.245000锚索进行加强支护（托盘为30030010mm钢托盘），树脂型号：CK型，23500mm，每根锚索需三根树脂，锚固长度为1.5米，锚索初次锚固力必须达到10吨，二次张紧锚索锚固力必须达到15吨，极限拉断力260KN，锚索外露长度150。允许锚索及顶板离层仪滞后工作面最大距离不超过一个联巷（60m）。00工作面主辅运顺槽及联巷挂帮网工作由矿建服务一队施工，我队协助配合工作。矿建服务一队必须办理用电审批单，报机电科同意。从我队移变硐室630移变上接一台馈电开关进行取电，然后在此馈电上接入煤电钻综保开始挂帮网工作。2、 我队跟班队长现场观察、检查，发现有异常响声、掉渣、等异常情况，立即通知作业人员撤离现场，并及时向生产指挥中心汇报。跟班队长及时和矿建服务一队跟班队长现场协商挂帮网事项，及时调机将设备挪开，给支护帮网创造条件。 3、 我队必须派兼职瓦检员，检查作业区域的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须停止作业，及时处理，只有在工作面风流中瓦斯浓度在1%以下时，方可进行作业。 4、严格执行“敲帮问顶制度”，及时处理未挂网区域活矸、鳞皮、伞檐。处理片帮时必须由跟班队长现场指挥，发现隐患及时组织处理，待确认安全的情况下方可作业。 5、我队每班必须派专人及时处理矿建服务一队未挂网区域内的片帮，防止片帮煤伤人。所有人员在巷道内行走必须走巷道的中间。6、 帮网滞后工作面距离不得大于50m，还未挂帮网区域内如果片帮严重，威胁我队生产时，必须停止生产。有权要求矿建服务一队人员优先对片帮严重区域施工，我队人员积极配合，共同支护片帮区域。待确认安全的情况下，方可撤出人员，开始生产。7、每班跟班队长监督检查帮网支护情况，告诫服务一队人员遵守我队劳动纪律。用电出现故障时，必须征得我队跟班队长同意后，由我队电工和一队电工共同查找原因，严禁随意动用连采设备、开关等，严防服务一队人员误入生产区域梭车运行路线。8、我队生产时循环进度严格控制在7.0m以内，并在连采机驾驶室防护栏外侧加设一层塑料网片，防止片帮煤渣崩伤人员。9、每班支护完后我队跟班队长将所挂的帮网工作及时汇报区队。根据中国矿业大学（北京）马念杰教授在锚索支护参数设计中关于直接顶为细砂岩，且厚度在24 m之间的，可以按照下式进行计算：Ls=Lw+Lt +LzLs为锚索长度，Lw为锚索深入到稳定岩层中的长度，即深入到老顶岩层，取0.8 mLt为剩余煤层厚度与直接顶的厚度4.5-3.5+2.1=3.1Lz为锚索外露长度，取0.15 m计算得到LS=4.05 m，目前使用锚索为15.245000mm的钢绞线锚索，长度满足条件要求。3、悬吊理论校核锚索载荷：根据地质钻孔柱状分析，直接顶无坚硬岩层。为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用15.245000mm的钢绞线锚索，将锚杆加固的顶板整体悬吊于老顶坚硬岩层中，校核锚索载荷与间排距，冒落高度按照普氏免压拱高为准。可用下式计算锚索载荷。每米巷道顶板松动载荷：Pv=2rbB1-(2a/(2a+c)2/3=2251.15=2750.753=207 KN 在锚索极限承载力224 KN范围内，选型合理。2、巷道支护设计参数主、辅运顺槽和联巷全部采用规格为161800mm锚杆进行支护（托盘为1201208mm钢托盘）。每根锚杆配套CK23500mm树脂1支。详见巷道尺寸和支护参数表表3-1 巷道尺寸和锚杆支护参数表巷道名称巷道尺寸（米）断面（米2）锚 杆宽高掘布置方式锚深（mm）外露长度（mm）排距（mm）每排数量主运顺槽553.519.25矩运顺槽5.53.519.25矩巷5.03.517.5矩3-2 巷道尺寸和锚索支护参数表巷道名称巷道尺寸（米）断面（米2）锚 索宽高掘布置方式锚深（mm）外露长度（mm）主运顺槽553.519.25矩形4850150辅运顺槽5.53.519.25矩形4850150联巷5.03.517.5矩形4850150第三节 支 护 工 艺一、支护方式00工作面主、辅运顺槽和联巷全部采用锚杆、网片、锚索联合支护，顶板挂网网格为100100mm，6.5mm钢筋网片。2、 网片、锚杆支护工艺及技术要求首先由锚杆机司机将网片搭接于巷道顶板上，升起临时支撑臂顶住网片。顶网搭接处用双股14#铅丝扭接，每20cm扭接一次然后降下临时支撑臂。打眼及安装设备:采用CMM254型锚杆机来完成锚杆的打眼和安装工作，锚杆机钻杆规格:L222000mm，钻头规格为27mm。采用麻花钻杆（L422000mm），综保和煤电钻配合探顶煤等工作。支护：支护前必须先执行“敲帮问顶制度”并处理顶板和煤壁周边离层、台阶、活煤、活矸等。1、打眼前将锚杆机调整在适当的位置，根据设计锚杆的间、排距，将要打锚杆的位置预先标好，并在钻杆上标出钻进深度1750mm，然后用锚杆机临时支撑臂支护好顶板。2、锚杆间、排距误差100mm,锚注角度不小于75，锚杆外露长度（托盘外）50mm。3、先在钻箱上装好钻杆，摆动阀使钻架刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头顶到顶板。3、操作快速给进阀，钻眼深达1750mm时，退出钻杆。4、安装锚杆：先上好锚杆搅拌杆，再给打好的眼孔内装入一支树脂药卷，锚杆将规定的树脂顶入锚杆眼内，并将锚杆的尾部套在搅拌杆上，慢慢升钻臂把锚杆同树脂送入孔底，并捅破树脂搅拌，搅拌时间为1015秒，使托盘紧贴顶板，停留约30-40秒后，用锚杆机进行紧固，紧固后达到设计扭矩值。5、锚杆安装必须符合设计要求，采用机器和人工方法紧固锚杆，保证锚固力及扭矩力达到设计要求。6、锚杆安装时，托盘不得重上，托盘紧贴顶板。7、锚杆、树脂和托盘材质要符合设计要求。8、锚杆的间、排距按设计要求进行布置，扭矩力和锚固力必须达到设计要求。9、巷道超挖超过300时，必须在其旁边补打锚杆，锚杆失效或报废时，必须及时补打。10、清理锚杆机集尘箱粉尘时，严禁将粉尘堆在巷道底板或混入煤中，而应将粉尘装袋中存放在指定地点，定期由专人运送地面进行处理。11、锚杆支护时必须由外向里逐排支护，严禁隔排空顶作业。12、由于开联巷被连采机割到而造成失效的锚杆必须重新补打。13、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、纵成行；已施工的锚杆扭矩必须达到100Nm以上，抗拔力必须达到5吨以上，当班所打锚杆必须当班紧固。 14、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。15、每班进行一次探顶工作，准确掌握岩性参数，随时调整支护参数。三、锚索支护工艺1、打眼前将防爆材料车调整在适当的位置（锚索机放置在材料车上），根据设计锚索的间、排距，将要打锚索的位置预先标好，锚索机司机在钻臂上插上钻杆，开启水阀，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头顶到顶板。2、等钻杆钻进顶板后，关闭水阀，退出钻杆。由锚索机司机续接钻杆，再次开启水阀，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头顶到顶板，直到钻眼深度达到4750mm。3、锚索间、排距误差100mm,锚注角度不小于75，锚杆外露长度（托盘外）150mm。4、安装锚索：先给打好的眼孔内装入3支树脂药卷，将钢绞线插入钻眼孔内，并将钢绞线的尾部套在搅拌杆上，慢慢升钻臂把钢绞线同树脂送入孔底，并捅破树脂搅拌，搅拌时间为1015秒，停留约30-40秒后，降下钻臂，下一步锚索工安装好托盘和锁具。最后用张拉器进行紧固锚索，紧固后达到设计锚固力。5、锚索初次锚固力必须达到10吨，二次张紧锚索锚固力必须达到15吨，极限拉断力260KN，锚索外露长度150。允许锚索及顶板离层仪滞后工作面最大距离不超过一个联巷（60m）。第四章 施工工艺第一节 施工方法采用EML340型连续采煤机割煤久益10SC32型梭车运煤的施工方法。第二节 施工工艺1、00工作面主（辅）运顺槽和联巷掘进采用连采机割煤并自行装煤；选用CMM25-4型锚杆机完成锚杆的打眼和安装工作；选用10SC32-48C型梭车将连采机采出的煤转运至给料破碎机，然后转运到胶带输送机将煤运出；选用防爆装载机来完成材料运送、设备搬迁、浮煤清理等工作。2、生产工艺流程：开机前准备连采机割、装、运运输、清浮煤退机锚网支护下一个循环。3、检修工艺流程：检修前准备检修连采机各部位、加油、更换截齿，检修梭车、装载机、锚杆机、破碎机、皮带延伸、下料，其他工作正常掘进。4、连采机截割工艺：连采机的截割滚筒长度为3.3m，具体步骤有：（1）铲装板处于停放或漂浮的位置，截割臂处于半举升状态，向前移动机器与工作面端头煤壁接触，在升起截割臂至需要的高度，打开喷雾水阀，在开动截割机构电动机，并将湿式除尘风机开动。（2）降下稳定靴，增加机器的稳定性，随后开动机器向工作面前端掏槽392588，而后操作多路换向阀控制手柄使截割滚筒向下截割整个工作面的高度。（3）提起稳定靴，使截割滚筒沿底板截割，机器后退约490，用以修整凸起、平整底板。（4）升起截割臂到顶部，沿顶板截割，机器前进修整顶板，至切入煤壁掏槽深392588，再向下截割工作面大约一半。（5）将机器的截割滚筒从掏槽的位置向后退出，并将运输机机尾置于梭车车厢上面，开动机器的装运机构电动机，在向前移动装载已截割下来的物料，装完后降下稳定靴，继续将剩下的工作面端头煤壁进行截割装载，当梭车装满后，关掉装载机构电动机，提起稳定靴，倒车，并用截割滚筒修平底板，然后举升截割臂至适当的高度，准备下一个循环。连采机截割煤是以切槽和采垛工序来完成00掘进工作面主（辅）运顺槽及联巷的掘进，采用双巷同时掘进，掘进与支护平行作业。掘进巷道前，连采机司机开动连采机调整在巷道前进方向的左侧，并以激光中心线确定位置，开始向正前方煤壁切割直至截入深度达7.0米。然后退出连采机，调整连采机到巷道右侧，开始割剩余部分。每次正常掘进循环为7.0米(煤机截割头距煤机驾驶室前端之间的距离7m）。掘进工作面最大空顶距为9.0m。当无顶煤或顶板煤岩层裂隙发育，顶板易垮落时，必须执行短掘短支，掘进巷道最大循环进度不得大于3m，必要时掘1m，支1m。附 连采机截割循环图 图2-1。附 主、辅运顺槽掘进工作面机电设备布置图 图2-2。掘进工作面配套设备的技术参数见表2-1，表2-2，表2-3，表2-4,表2-5，表2-6。表2-1 EML340型连采机主要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(长宽高)1130033002050 mm输送机宽度762mm截割头直径1120mm总 功 率597Kw截割宽度3300mm电 压1140V截割头转速51转/分采 高2.604.65m行驶速度018m/min溜子摆动角度左右各45工作倾角范围17总重量62T采煤能力15-27T/min生产厂家山西天地煤机装备有限公司运输刮板间距330履带宽度560表2-2 CMM25-4型锚杆机主要技术特征表技术特征参 数技术特征参 数外形尺寸(长宽高)/mm636034002287行走速度025m/min适应巷道宽度/mm45006000支护形式2上2下（4缸）整机重约42T最大爬坡度16度适应岩石硬度100MPa最大支护高度5400mm接地比压0.169MPa钻架数量4钻杆进给速度020m/min钻杆进给长度2600mm钻杆转速490rpm(手动)600rpm(自动)除尘方式干式：真空吸尘，三级过滤；湿式整机功率255Kw钻杆驱动方式两级进给电缆跟进方式自动卷缆电压等级1140/660V液压系统开式恒功率控制、负载反馈；行走压力：300bar；锚杆钻力：200bar表2-3 10SC32-48C梭车主要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(长宽高)9.263m3.5m1.420m外转外半径内转内半径7.59m 3.378m适应坡度最大坡度12最大载重18T额定总功率243 Kw离地间隙320mm卸载时间30-45 S液压泵类型双联泵重量空载27吨生产厂家JOY公司表2-4 防爆装载机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数缸径6-108135mm总排量（L）7.42压缩比17：1标定功率（kw）75标定转速（r/min）2300最低燃油消耗率（g/kw.h）238起动方式压缩空气起动怠速（r/min）65050最低工作稳定转速/扭矩（r/min/ N.m）1300/345生产厂家常州科研试制中心有限公司表2-5 胶带输送机主要技术特征表技术特征主要参数技术特征主要参数生产厂商宁夏天地西北煤机有限公司减速器型号DCY400-20-II运输能力750T/h运输带速度2.5m/s运输距离2000m传动滚筒直径630mm张紧电机13Kw 倾角局部0-3主电机型号YB3-315L2-4耦合器型号YOXsjIIZ560主电机电压660V/1140v液压联轴器型号DT626-1601主电机功率 200Kw 托辊直径108主电机转速1485r/min托辊轴承型号205张紧力140KN制动力矩100-2000NM张紧型号JH-14制动型号BYWZ5-400/121表2-6 GP460/150型给料破碎机主要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(长宽高)113.82.0(高含破碎机料斗0.5米)料斗容积6.51立方履带行走速度15.32m/min输送能力460t/h刮板链速0.463 m/s行走减速器二级行星齿轮刮板链48A套筒滚子链液压泵双联叶片泵电机功率150KW液压马达柱塞式马达供电电压660V系统额定压力16.5Mpa破碎机减速器涡轮、蜗杆油箱容积740L破碎轴转速112r/min整机重量27900Kg生产厂家煤科院太原分院表2-7ZYJ280/150型架柱式液压回转钻机主要技术特征项目单位指标额定压力MPa12额定转矩N.m280额定转速r/min150额定流量L/min37空载推进速度mm/s100空载返回速度mm/s100钻岩速度mm/min200推进行程mm108020钻孔深度m5070冲洗水压力MPa0.62钻孔直径mm4275钻孔方位度0360，,90（顶孔、帮孔及底孔）架柱最大高度mm274020架柱最小高度mm222020架柱油缸推进行程mm40主机重量（不含钻杆）kg168第三节 装载与运输 1、装煤、运煤：连采机采用自装煤方式。连采机上装有收集头机构和中部输送机，连采机截割时，煤落入收集头机构，装在收集头上的拨盘连续运转，将煤拨入中部运输机，中部运输机便将煤转运到等候在连采机后面的梭车内。采用一台梭车往返于连采机和给料破碎机之间,将连采机采出的煤运给给料破碎机上,再由给料破碎机转运至顺槽1.0m胶带输送机、主运大巷1.0m胶带输送机、1.4m主斜井胶带输送机运出。2、清煤：掘进完成一个循环后连采机退出刚刚所掘进的巷道，降下铲板，用连采机先将巷道内的浮煤进行初步清理，然后将梭车和连采机退后，用装载机清理给料破碎机前至工作面后区域内的浮煤，待支护完成后，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。3、材料及设备运输：材料及设备由防爆材料车运至工作面的材料硐室内。4、人员运输：人员运输是采用防爆拉人车运送至工作面。三、各工种之间的配合在正规循环作业中，连采机司机应在梭车停稳接煤时立即开机装煤或割装煤，梭车空车尽可能及时运行到连采机后面等待装煤，以提高连采机的工作效率，梭车严格按照规定的行走路线行走；锚杆机司机与连采机司机必须平行作业，打锚杆尽可能时间超前，连采机司机退出一条截割巷时，锚杆机司机便立即进入支护作业；梭车司机必须按照运输线路平行作业，以降低连采机停机率。装载机司机应及时开动装载机清理巷道浮煤浮矸，并且准备好工作面所需物料。破碎机司机应保证梭车及时卸煤、拉出，不影响生产。总之，各工种作业人员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。 第四节 管线敷设（1）巷道设施架设及要求1、胶带输送机铺设要求平、直、稳。皮带不跑偏，托辊齐全有效。胶带输送机敷设在辅运顺槽内。2、吊挂电缆必须每1.5米打设一电缆钩，电缆吊挂保证为直线，电缆钩要固定牢固，电缆分别铺设在辅运顺槽左手帮和主运顺槽右手帮。3、风筒吊挂要求平直，保证不漏风（手距接头处0.1米处感到不漏风）。风筒一趟铺设在辅运顺槽左手帮，一趟铺设在主运顺槽右手帮。4、采用DN100（4寸）铁管，每节长6m，从3-1煤主运大巷DN100（4寸）供水管路上取水。主辅运顺槽各安设一趟排水管路，排水管路采用采用DN100（4寸）铁管，每节长6m，工作面内的污水由水泵抽水，通过2寸黑胶管排至主、辅运顺槽的排水管路上，然后通往主、辅运大巷DN150排水管路上到达3-1煤中央水泵房。压风管路采用DN50（2寸）铁管由3-1煤主运大巷压风管路顺辅运顺槽通往工作面。压风管路、供水管路和一趟排水管铺设在辅运顺槽左手帮。主运顺槽右手帮安设一趟排水管路，每隔3m打设一水管钩子，并吊挂。（2）巷道路面维护及处理1、巷道内要求无杂物，无淤泥、积水（淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过100mm）。2、掘进前必须清理浮煤，并用装载机将水煤、淤泥、杂物清理到排矸硐中。3、施工前必须将积水抽尽。（3）专项措施工作面必须常备一定数量的长度为3.0m至3.2m的木点柱及木楔子、枕木，以备当连采机在切槽或在采垛内出现故障不能行走时做临时支护用。需放炮扩帮时，扩帮面积以抢修人员能开展工作为限，确保抢修人员的安全，当抢修人员完成任务后立即撤出。第五节 设备及工具配备设备及工具配备见表4-7。表4-7 设备及工具配备表序号名称型号单位数量备注1连采机EML340台12锚杆机CMM25-4台13梭车10SC32-48C台14装载机台15给料破碎机GP460/150台16胶带输送机1.0m部17局部通风机FBD系列 237台4备用2台8移 变KBSGZY-630台1KBSGZY-800台1KBSGZY-315台19馈电开关KBZ-630台1KBZ-400台2KBZ-200台310控制开关QBZ-120台2QBZ-280/1140(660)SF台2风机专用开关QBZ-30台611电 话部212激光指向仪台213锹张514镐把215锤把4第五章 生 产 系 统第一节 通 风一、局部通风机安装地点及要求 1、局部通风机安装地点 00主辅运顺槽掘进工作面采用局扇压入式通风，局部通风机四台安设在3-1煤辅运大巷1555m处的新鲜进风流中，两台给主运顺槽供风（一台使用，一台备用），两台给辅运顺槽供风（一台使用，一台备用）。等主辅运顺槽掘进至1611m处，将跳采切眼贯通之后局部通风机四台安设在00主辅运顺槽1600m处的新鲜进风流中，两台给主运顺槽供风（一台使用，一台备用），两台给辅运顺槽供风（一台使用，一台备用）。主备用风机之间用短节倒风风筒安设，用于主备用风机切换时防止风流流出，采用双风机双电源独立通风。2、 局部通风机安装地点要求（1）压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量。（2）局部通风机要放置在专用的机架上，离地高度不得小于0.3m。（3）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。（4）高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井、低瓦斯矿井中高瓦斯区的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专供电；备用局部通风机电源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，保持掘进工作面正常通风。（5）正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。（6）使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作。（7）每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风机，试验记录要存档备查。（8）严禁使用3台以上（含3台）局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。（9）使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。 恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。二、供风距离风筒出风口与工作面之间的最大距离：风筒出风口距工作面最大距离一般为巷道断面积开平方的4-5倍，由于本矿属低瓦斯矿井，加之连采机设有喷雾装置和除尘风机，因此，风筒出风口距工作面的最大距离（不超过第一循环涡流区的范围）按巷道断面积开平方的45倍计算，即:风筒出风口距工作面迎头最大距离，L（4-5）S1/2（45）19.251/2=1822.5m，我矿规定风筒出风口距工作面的最大距离定为18m。三、通风路线 工作面新鲜风流：平硐暗副斜井3-1煤辅运大巷3-1煤辅运大巷1555m处局部通风机风筒通过辅运绕道到达00工作面主、辅运顺槽。工作面污风：00工作面主、辅运顺槽00辅回撤通道00回风顺槽辅运大巷与回风大巷之间联巷3-1煤回风大巷暗回风斜井2-2煤回风大巷回风斜井主扇。4、 局部通风机的选型 本工作面通风长度按2000m计算，断面19.25m2，工作面瓦斯涌出量0.56m3/min。巷道内最多工作人数N=30人，空气密度=1.2kg/m3。根据上述基本条件进行局部通风设计，其步骤如下：（一）计算工作面需风量Qh： （1）按瓦斯涌出量计算：Qh=100瓦连式中 Qh工作面实际需风量， m3/min； 瓦工作面平均绝对瓦斯涌出量，取0.89m3/min； 连工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即连采工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机采工作面取1.01.2，取连=1.1。Qh=1000.891.1=97.9m3/min（2）按二氧化碳涌出量计算：Qh=67CO2CO2式中 Qh工作面实际需风量， m3/min； CO2工作面平均绝对CO2涌出量，取1.14m3/min； CO2工作面CO2涌出量不均衡系数，取CO2=1.1。Qh=671.141.1=84.018m3/min（3）按工作面人员数量计算：Qh=4N连式中 连工作面实际需风量， m3/min； 连工作面同时工作的最多人数，30人（交接班时）。Qh=430=120m3/min （4）按最低风速计算： Qh=60VS=600.2519.25=303.9m3/min 根据以上风量计算，取其中最大值作为工作面的需风量。即 Qh=303.9m3/min。（2） 计算风筒漏风系数：6、 风筒漏风率标准 1、风筒距离L2000m时，风筒漏风率P1.5%。取风筒百米漏风率100=2%，则风筒漏风系数为：=1/(1-L100/100)=1/1-(20000.02)/100=1.67 (三)计算局部通风机风量 Qf=Qh=1.67303.9=507.5 m3/min （四）计算风筒通风阻力： 选用直径1000mm，节长10m的风筒，风筒的百米风阻R100=1.9NS2/m8，则平直段风筒风阻R：R=LR100/100=(20001.9)/100=38NS2/m8由阻力计算公式可得平直段风筒阻力h：h=R QfQh=（38507.5303.9）/602=1628 Pa 由风筒布置可知，共有一个90圆弧拐弯和一个风筒末端出口。查表得局部阻力系数分别为：b=0.15，0=1.0，则90圆弧拐弯局部阻力hb：hb=b（/2）V2=b（8/2）Qh2/D4 =0.151.2(8/3.142)507.5/(601.02)2 =10.35 Pa风筒出口局部阻力h0：h0=0（/2）V2=0（8/2）Qh2/D4 =1.01.2(8/3.142)303.9/(601.02)2 =33.66 Pa则压入式局部通风机全风压等于以上各阻力之和：Hft=h+hb+h0=1628+10.35+33.66=1672.01 Pa(5) 局部通风机选型：局部通风机的工作风阻：Rf=Hf/Qf2=1672.01/(507.5/60)2=23.36NS2/m8由以上计算得到的局部通风机设计工况点参数：风量 Qf=507.5m3/min=8.46m3/s，全风压Hf=1672.01 Pa。选择对旋轴流局部通风机型号：FBD系列237KW（吸风量480740 m3/min，风压12006800Pa）局部通风机4台（其中2台备用）供主、辅运顺槽通风。采用节长10m的柔性风筒，直径1000mm吊挂主辅运顺槽，故风量满足要求。附 00主辅运顺槽掘进工作面通风系统 图4-2第二节 瓦斯防治一、瓦斯检查 1、设兼职瓦斯检查员，进行现场交接班。随时检查连采机附近20米范围内的瓦斯浓度，检查工作面风流中瓦斯的浓度。瓦斯检查牌悬挂在距工作面不超过40米处，瓦检员将瓦斯检查数据按时、准确填上。发现异常，立即停止当班工作人员作业，撤出人员。井下有完好的风电、瓦斯电闭锁装置，并安设有局部通风机开停传感器。 2、生产时专、兼职瓦检员每班至少检查二次瓦斯浓度，停产期间专职瓦检员每班检查一次瓦斯浓度，兼职职瓦检员无需检查瓦斯浓度。探水作业前兼职瓦检员需对探孔周围进行一次瓦斯浓度的检查。班组长必须携带便携式瓦斯检测报警仪。 3、掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 4、掘进工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。掘进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20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5立方米的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。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。二、我矿属于低瓦斯矿井，因此不需设置瓦斯抽放管路等工作，但是不排除局部瓦斯积聚现象。（一）00掘进工作面采用局扇通风，局扇排放巷道瓦斯按照瓦斯积存程度具体分级如下：1、临时性停风，停风时间短，经检查证实停风区瓦斯浓度不超过3%时，由瓦检员、当班区队负责人、电工按照排放瓦斯措施的要求，进行就地排放，安监员监督检查措施的落实情况。要求：瓦斯超限时，瓦检员必须及时给调度室汇报，调度室汇报当天值班领导，做好记录。2、当巷道瓦斯浓度达到或超过3%，排放瓦斯风流途径路线短，直接进入回风系统，不影响其它采掘工作面的排放瓦斯时，在排放瓦斯前，必须制定针对性的瓦斯排放安全措施，由总工程师组织有关部门共同审查，总工程师签字，总工程师在调度室指挥，由通风队队长现场指挥排放。（二）排放瓦斯必须严格控制排出瓦斯量，严禁采用“一风吹”的方式。全风压通风地点瓦斯浓度不得超过1.5%。在排放之前，凡是排放瓦斯流经的区域被排放瓦斯切断安全出口的采掘工作面，必须撤出全部人员，切断所有电源，并设警戒。进入采区回风巷混合均匀后，瓦斯浓度要降到1%以下。（三）开启局扇前，瓦检员必须认真检查局扇附近10米范围内的风流瓦斯情况，只有在局扇所在处巷道通风正常，附近瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工启动局扇开始排放工作。（四）控制风量可采用在全风压拆开风筒接口（人为造成漏风）或用绳子扎紧风筒等方法，但不得使用断续停开风机的方法。（五）排放瓦斯过程中瓦检员必须随时检查排出风流及其全风压风流汇合处的瓦斯情况，及时控制排出瓦斯量，并详细记录排放瓦斯过程。（六）当排出风流中瓦斯浓度不超过1.0%，瓦检员应和队班组长、安监员一起进入排放巷道，全面检查通风瓦斯情况。只有在证实整个巷道空间通风正常，且稳定30分钟后，方可由瓦检员撤出警戒，通知电工送电恢复工作。（七）若排放瓦斯现场条件特殊，排放工作危险性或难度较大的必须重新根据现场情况制定专门措施，报请矿总工程师批准后由矿领导带队执行。排放瓦斯结束，排放负责人应及时向有关部门进行汇报。（八）安监站负责监督排放瓦斯的安全措施的实施，安全措施不落实绝对禁止排放瓦斯；若发现违章排放瓦斯，必须责成立即停止，并追查责任，严肃处理。第三节 综合防尘（一）00掘进工作面的供水管路地面高位水池水通过加压后