作业规程正文.doc

察哈素煤矿XX作业规程目录第一章 工程概况1第一节 概述1第二节 编写依据1第二章 地面相对位置及地质情况2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节 煤层赋存特征及地质构造3第三节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6第二节 矿压观测6第三节 支护设计7第四节 支护工艺10第四章 工程施工方法及施工工艺14第一节 施工方法及施工设备14第二节 截割方式15第三节 装载与运输15第四节 管线敷设16第五节 循环作业图表17第五章 工作面生产系统18第一节 运输系统18第二节 通风系统18第三节 供电系统21第四节 供水、防尘系统22第五节 排水系统22第六节 防灭火系统23第七节 安全监控系统23第八节 通讯及照明系统25第六章 工程质量及煤质管理26第一节 工作面工程质量26第二节 机电设备管理27第三节 文明卫生管理标准28第四节 煤质指标及煤质保证措施29第七章 劳动组织及主要技术经济指标31第一节 劳动掘进作业方式31第二节 劳动组织31第三节 主要技术经济指标33第八章 工作面灾害防治34第一节 自然灾害的预防34第二节 灾害应急措施及避灾路线36第九章 工作面安全技术措施39第一节 一般规定39第二节 “一通三防”安全技术措施40第三节 各工种操作时的安全技术措施42第四节 掘进及顶板管理安全技术措施42第五节 支护安全管理措施44第六节 过地质构造及特殊地段安全技术措施45第七节 机电运输管理安全技术措施46第八节 火工品使用管理安全技术措施47第九节 其它安全技术措施48第十章 作业规程学习贯彻落实及职工考试记录502第一章 工程概况第一节 概述1、巷道名称： 2、巷道位置：设计巷道西部为XX，北部为XX，东部为XX，南部为XX。3、巷道用途： 4、巷道设计长度及工程量：XX掘进工程量为XXm；在掘进过程中每掘进XX需XX硐室一个，硐室长XX,掘进工程量共计XXm。5、施工坡度： 6、服务年限：7、预计开工、竣工时间：开工时间X年X月X日，预计竣工时间X年X月X日。附图1：巷道布置平面图第二节 编写依据一、依据XX设计图，审批时间为X年X月X日。二、本面所掘巷道地质资料依据察哈素煤矿初步设计地质说明书、察哈素矿井地质勘探报告； 三、XXXX地质说明书； 四、煤矿安全规程、操作规程、煤炭工业技术政策、察哈素矿井相关生产技术管理制度、质量标准化标准考核评级办法实施细则、 “一通三防”管理实施细则及各工种劳动定额； 五、机电操作规程和“一通三防”管理制度、胶轮车辅助运输管理制度等； 六、邻近采区或相邻矿井类比矿压观测资料；七、煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法。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、地面相对应位置42201胶运顺槽相应的地面位置位于工业广场西侧，地面标高为1376m1438m。对应地面区域内无水体和建筑物，对掘进工程没有影响。42201工作面相应的地表覆盖物为第四系残积坡，冲洪积层，多为砂质粘土和黄土。地表沟壑交错，地形复杂，大沟断面呈U字型，小沟断面呈V字型。二、工作面邻近采区开采情况42201工作面位于煤矿42煤二盘区东部，该工作面为42201工作面胶运顺槽，42201辅运顺槽已掘出，42201切眼正在掘进；该工作面东部为42112工作面，南部为42煤西辅运大巷，西部为42201工作面，北部为未开发煤体，上部为31上煤201采空区。表1 井上下对照关系表水平、采区42煤二盘区工程名称42201胶运顺槽地面标高1376m1438m井下标高1282m1301m地面的相对位置建筑物、小井及其他工作面相应的地表覆盖物为砂质粘土和黄土，是第四系残积坡，冲洪积层。沟壑交错，地形复杂，大沟断面呈U字型，小沟断面呈V字型。对应地表无村庄等建筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响上部采空区对生产有一定影响附图2：工作面井上下对照图第二节 煤层赋存特征及地质构造一、煤层赋存特征1、42煤层赋存较稳定，煤层水平层理较发育，整体性较好，但强度低，又加上局部裂隙发育，易于垮落，煤层结构较复杂，含有夹矸，遇水易离层冒落。煤层总体为一单斜构造，煤层倾角平缓，约13。该工作面开口至1600m区域内煤厚3.14.9m，平均厚度为4.2m，沿掘进方向有变薄趋势，煤层结构较为复杂，区内大部范围含有一层夹矸，厚度0.20.35m，岩性为砂质泥岩或泥岩，北部局部含有两层夹矸，厚度分别0.10.35m，0.10.2m，岩性为砂质泥岩。1600m至切眼处煤层进入分叉区，上部煤层厚度约1.2m，下部煤层厚度约3.9m，层间距为0.81.4m，岩性为砂质泥岩。2、42煤层中的暗淡型煤，颜色为褐黑色、黑色，光泽暗淡，条痕为褐黑色、黑色，具参差状断口，煤层面含丝炭成分高，常具有丝绢光泽。亮煤呈条带状具沥青光泽，节理较发育，煤易脆，易风化成粉末，平均容重1.33t/m。该工作面北部以暗煤，亮煤为主，夹镜煤条带，块状构造，内生裂隙发育。南部为半暗淡型煤为主，含丰富黄铁矿结核，中夹细粒薄层砂岩。3、42煤层煤平均水份11.37%，平均灰分13.47%，平均挥发份37.00%，平均发热量19.81KJ/Kg，硬度f=2左右，煤中含黄铁矿结核。42煤层属低-中灰，中高-高挥发份，中发热值-高发热值，特低-低硫不粘结煤，煤质较稳定。4、煤层绝对瓦斯涌出量0.39 m3/min，相对瓦斯涌出量0.17 m3/ t，煤层瓦斯含量低，属低瓦斯矿井。煤尘爆炸火焰长度为65750mm，煤尘爆炸所需岩粉量为65%75%，故煤尘具有爆炸危险性。本井田煤层的自然倾向等级属容易自燃煤层，本区的煤自然发火期为23个月。5、该煤层顶板为灰色-深灰色粉砂岩和细砂岩，泥质和钙质胶结，胶结疏松，属弱岩石类型，力学强度均不高，结构松散的砂岩在外力作用容易剥落，顶板易失重而垮塌。顶板岩石极易风化破碎，加剧了顶板的不稳定性。6、直接底为灰色细粒砂岩，含植物化石，泥质胶结，遇水易膨胀变软，根据现有巷道揭露看，煤层底板起伏不太明显。二、地质构造工作面范围内煤岩层为单斜构造，局部呈宽缓波状起伏，煤层总体走向153，倾向243，倾角为13。依据31上201工作面所揭露断层资料分析，该工作面掘进过程中可能遇到31上煤断层F（31上）4 26030H=1.6m，位于距巷道开口约1069m处，若断层在本煤层被揭露，将可能造成顶板冒落，在掘进至断层揭露位置时加强顶板观测并及时支护。除此之外，局部可能发育有其他未揭露的冲刷带和断裂构造。经已掘进巷道段探测，煤层底板没有较明显的起伏，未发现有大中型构造，局部可能有10m以下的小断层或褶曲构造，但具体显现不明确，无岩浆岩侵入。预计巷道掘进期间所揭露的地质构造中除了断层F（31上）4可能对生产有一定的影响外，其它地质构造对生产的影响不大。表2 煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（最大最小/平均）/m4.9/3.1/4.2煤层倾角/13煤层硬度/f24煤层层理（发育程度）发育自然发火期/d6090绝对瓦斯涌出量/m3.min-10.39相对瓦斯涌出量/m3.t-10.17煤尘爆炸容易程度易爆炸地温梯度/（C/100m）1.7无地温异常表3 煤层顶底板情况表顶、底板岩石名称厚度（m）岩性特征老顶粉细砂岩互层10.0-20.0灰色-深灰色，成分以长石石英为主，粉-细砂质结构。直接顶粉砂岩1.2-1.5灰色，主要成分为粉砂及粘土，粉砂质结构。直接底粉砂岩4.0-12.0深灰色，主要成分为粉砂及粘土，粉砂质结构，微波状层理，含植物化石。老底细砂岩7.8-14.4灰色，成分以长石、石英为主，细砂质结构，水平层理波状层理发育，含植物化石。附图3：掘进工作面预想剖面图附图4：掘进工作面煤层综合柱状图第三节 水文地质该地区内砂岩含水层裂隙水为主要充水水源，巷道表现为滴、淋水，但遇裂隙带发育及锚索穿至砂岩含水层时，可导致顶板淋水和底板涌水量增加，涌水量将大于正常涌水量。42煤层与31上煤层间距约65m，巷道距开口约1260m1492m范围内的上覆31上煤层中已探明存在旧矿井采空区，采空区内可能存有积水，有可能沿下山延伸至42煤层中；在巷道掘进的整个区域内，即距开口907m1920m范围内，上覆都可能存在有31上煤层的未知旧矿井采空区，采空区内可能存有积水。该工作面受上部老空积水等影响，预计巷道正常涌水量为15m3/小时，最大涌水量为50m3/小时。由于掘进过程中可能受水患威胁，掘进过程中严格按照“有疑必探，先探后掘”的原则进行施工，并做好相应的排水措施，确保安全生产。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置42201胶运顺槽布置在42煤层二盘区，掘进方位角为0，延伸原42煤一盘区集中皮带巷，掘进955m后贯通42201切眼，继续前掘12m，施工42201胶运顺槽正前倒车硐。巷道断面为矩形，设计规格为：巷宽巷高=50003700mm。第二节 矿压观测根据公司要求和昌汉沟煤矿生产实际，对42201胶运顺槽的掘进进行顶板离层监测、锚杆扭矩和拉力检测。表4 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顶板离层监测顶板稳定状况顶板离层监测仪2锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手3锚杆拉力检查锚杆的锚固力锚杆拉力计4锚索拉力检查锚索的锚固力锚索拉力计矿压观测管理办法：1、矿压观测采用安装顶离层仪的方法，严格按照公司制定的技术管理汇编中有关矿压观测的内容进行认真落实。2、安装顶板离层仪的施工人员在安装前必须经过培训，熟悉掌握仪器原理及安装步骤，第一次安装时必须有生产技术科人员现场指导和监督，确保安装质量。3、顶板离层仪必须布置在巷道中心线上，自42201胶运顺槽开始掘进的位置安装一套，往前每200m再安装一套，并用白色喷漆在顶板上喷漆编号，依次为201JY-01、201JY-02、201JY-03.4、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。5、安装顶板离层仪的钻孔用风动锚杆钻机打设，钻孔深度为77.5m，钻头直径为2728mm，钻孔垂直于顶板。6、安装顶板离层仪时，浅部锚固器安装在深度2.02.5m处，深部锚固器安装在孔底（即77.5m处）。7、每一套顶板离层仪安装好后，必须记录清编号、上部锚固器高度、下部锚固器高度、安装时间、初始读数。8、顶板离层仪深孔读数超过40mm时，观测人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，必须向公司生产技术部汇报，生产技术部与矿方一起研究方案制定措施并跟踪落实。9、施工单位安排专人每旬对巷道内所有顶板离层仪进行观测记录，并把做好的记录统一交给生产技术科，以便建立数据库，搞好顶板管理。10、打设顶板离层仪期间，现场观测煤层岩性、厚度等，并做好记录交给生产技术科。11、每10根锚杆抽查1根锚杆扭矩，每班进行，此项工作由队验收员负责。失效锚杆进行紧固或重新补打。巷道每300根（或300根以下）抽样一组（3根）进行锚固力测试，此项工作由矿生产办、质量科和我队共同实施。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式依据生产需要，巷道设计断面规格为：巷宽巷高=50003700mm。根据地测站提供的地质资料分析，直接顶为粉、细砂岩，厚度1.21.5m，老顶为粉细砂岩互层，厚度1020m，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金属锚杆、锚索挂钢筋骨架网联合支护。二、支护参数设计1、采用类比法合理选择支护参数。同煤层临近巷道的支护情况：42201辅运顺槽掘进顶锚杆选用182100mm的螺纹钢锚杆，间排距为1.3m1.0m，锚固段长度1.0m；帮锚杆选用161800mm的圆钢锚杆，间排距为1.2m1.0m，锚固段长度0.5m；锚索钢绞线规格：17.86500mm，间排距为2.2m2.0m，锚固段长度1.8m。顶、帮锚杆锚固力不小于5吨，扭力矩不小于100Nm，锚索预紧力不小于10吨，锚固力不小于14吨。根据同煤层临近巷道的支护经验，初步确定支护参数，顶锚杆支护选用182100mm的螺纹钢锚杆，间排距为1.3m1.0m；锚索选用17.86500mm钢绞线，间排距为2.2m2.0m；帮锚杆选用161800mm的圆钢锚杆，间排距为1.2m1.0m，。2、采用计算法校核支护参数（1）、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1L2L3式中：L锚杆总长，m；L1锚杆外露长（网片厚度托板厚度螺母厚度0.020.05m，顶锚杆取0.07m，帮锚杆取0.1m）,m；L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；L3锚入岩层内深度（顶锚杆取1.0m，帮锚杆取0.5m）m。普氏免压拱高：bB/2/f顶破碎深度：cHtan(45-帮/2)式中：B、H，B=5.0m，H=3.7m；f顶顶板岩石普氏系数，f顶取2.5；帮两帮围岩的内摩擦角，帮取63.43。b5000/2.5/2=1000mmc3700tan(4563.43/2)873.6mm依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶2070mm；帮锚杆长L帮1573.6mm；所选锚杆长度均能满足计算要求。（2）、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的间排距：每根锚杆悬吊岩体重量GL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量，因此kGQ所以a（Q /kL2）1/2式中：a巷道锚杆间排距，m；Q单根锚杆的锚固力，50KN；k安全系数，取1.4；岩体容重，26.7KN/m；L2锚杆支护有效长度，顶锚杆取1m，帮锚杆取0.87m经计算得，a顶1.34m，a帮1.54m，所选锚杆间排距参数能满足计算结果。3、悬吊理论校核锚索间排距：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17.86500mm的钢绞线锚索，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于老顶坚硬岩层中，校核锚索间排距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，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，可用下式计算锚索间排距。L=nF2/BH-（2F1sin）/L1式中： L锚索间排距，m；B巷道最大冒落宽度，5m；H巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2m；岩体容重，26.7KN/m；L1锚杆排距，1m；F1锚杆锚固力，取50KN；F2锚索极限承载力，取220KN；角锚杆与巷道顶板夹角，取90；n锚索每排根数，取2。通过上述计算，锚索间排距L2.63m。因此所选锚索参数满足计算要求，锚索间排距L2.6m。第四节 支护工艺一、支护形式巷道原则上留顶煤沿煤底留顶煤掘进。1、顶板支护要求根据矿技术科设计，巷道顶板采用金属锚杆、锚索挂钢筋骨架网联合支护。顶锚杆采用182100mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距1.31.0m，每排打设4根锚杆；托板为碟形，规格为15015012mm；锚杆垂直于顶板打设，钻孔深2050mm，每根锚杆用2支CK2350药卷锚固，端头锚固长度大于1.0m；每根设计锚固力不得低于5吨，螺母扭力距不小于100Nm。顶板挂钢筋骨架网，规格：长宽=48001150mm，网片与网片之间搭接宽度不小于0.15m，联网间距0.2m，必须用铁丝进行捆扎。锚索钢绞线规格17.86500mm，锚索矩形布置，锚索间排距2.2m2.0m，钻孔深63006400mm，每根锚索用3支CK2360药卷锚固，端头锚固长度大于1.8m；锚索托板规格：长宽厚=35035016mm；每根锚索预紧力不小于10吨，设计锚固力不小于14吨，抗拔力不小于22.4吨。2、两帮支护要求巷道两帮挂网打锚杆支护，巷道正帮（工作面帮）挂塑料网，规格为10m2.0m，横向铺设，打玻璃钢锚杆；副帮挂铁丝网，规格为10m2.0m，横向铺设，打金属锚杆；帮锚杆间排距为1.2m1m，正帮锚杆采用182000mm的玻璃钢锚杆，副帮锚杆采用161800mm的小麻花圆钢锚杆，最顶端帮锚杆距顶0.45m；每根帮锚杆用1支CK2350药卷锚固，设计锚固力不得低于5吨，螺母扭力距不小于100Nm。帮锚杆托盘与帮网中间加设木托板，规格：长宽厚=40020050mm。顶网与帮网、网片与网片之间搭接宽度不小于0.2m，联网间距0.2m，用铁丝进行捆扎。巷道掘至倒车硐位置时，倒车硐开口及抹角位置（副帮）帮网暂不支护，待倒车硐施工时再安排支护。3、倒车硐支护要求巷道掘进期间，每掘进200m在副帮施工一个倒车硐，每个倒车硐长度10m；顺槽正前施工一个倒车硐，硐长度12m，共需施工五个倒车硐。倒车硐设计断面：宽高=50003700mm，采用锚杆、锚索挂钢筋骨架网联合支护，锚杆矩形布置，间排距为1.3m1.0m，每排打设4根，锚杆垂直于顶板布置，锚杆规格、支护参数同巷道；锚索矩形布置，间排距2.2m2.0m，锚索规格、支护参数同巷道；钢筋骨架网规格、支护参数同巷道。倒车硐开口抹角、两帮及正前挂帮网打锚杆支护同巷道副帮支护。倒车硐开口施工前，倒车硐以里的巷道长度不超过6m。4、倒车硐开口抹角处支护要求每个交叉口和抹角处除了正常之后外，必须加密加强支护，锚杆间排距缩小为1.0m1.0m，锚索间排距缩小为1.5m1.5m，并加设W钢带。详见开口抹角处支护布置图。二、支护工艺1、顶锚杆支护工艺及要求（1）割煤够一个循环（1m）操作人员退机后进行敲帮问顶标位打眼挂顶网注锚杆上托板紧固螺母进行下一循环。（2）打锚杆时必须按由外向里顺序进行。发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定或隐患处理后，方可由外向里加强支护。（3）锚杆间排距为1.3m1.0m，矩形布置，间排距误差100mm。（4）锚杆外露长度从托板算起不大于50mm，锚杆锚固力不小于5吨，螺母扭力距不小于100Nm。（5）锚杆角度按设计打设，误差不超过15。（6）使用CK2350树脂药卷，每孔2根。安装锚杆时，用锚杆杆体顶住锚固剂送至孔底，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为1020s（超快型锚固剂）。搅拌停止后，等待60s，卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。（7）锚杆间排距误差不超过设计的100mm。（8）锚杆孔深为2050mm，打锚杆使用MQT-100型锚杆钻机，钻头使用28mm的双翼煤钻头。2、锚索支护工艺及要求（1）准备工作标位打眼上药卷注锚索上锚索托板（上W钢带）用张拉千斤顶预紧钢绞线。（2）接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。（3）搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，注药卷过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。（4）钢绞线锚固后，及时上托板预紧；张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。（5）液压泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。使用手压泵时人员检查设备的完好程度，并确保锚索张拉到位。（6）如巷道较高需搭设架时，必须搭设牢固，不允许站在输送带上锁锚索。（7）锚索间排距为2.2m2.0m，间排距误差100mm。（8）打锚索使用MQT-100型锚杆钻机，打眼前先送水后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升造成钻杆折断。（9）锚索眼深6.3m，每孔注3根CK2360树脂药卷，药卷用锚索逐一送到眼底，顶紧顶实。锚固剂搅拌时间一般控制在20-35S，等待90-180S后进行张拉，严禁随意截短药卷或钢绞线。（10）每根锚索预紧力不小于10吨，锚固力不小于14吨，承载能力不小于22.4吨。（11）锚索与顶板垂直布置角度误差不得超过3，锚索外露长度不超过200mm。（12）锚索紧跟掘进机打设，如遇顶板破碎地段加密、加长锚索并紧跟前头打设。3、循环进度和空顶距的要求巷道沿煤层夹矸或破煤层夹矸留顶煤掘进，留顶煤厚度0.8m-1.1m；由于巷道底板岩石遇水膨胀变软的特性，不利于巷道运输，可以留底煤底0.3m-0.5m。巷道掘进期间，切割、支护采取顺序作业，切割循环进度1.0m，掘进施工顶锚杆的最小空顶距离1.8m，最大空顶距离2.8m；顶锚索的最小空顶距离2.3m，最大空顶距离4.3m；巷道两帮无离层、片帮征兆时，帮网滞后工作面不超过15m；两帮有离层、片帮危险时，帮网滞后工作面不超过1m。施工期间保证锚杆、锚索位置符合设计要求，确保托板紧贴岩面。附图5：巷道支护断面、平面图附图6：巷道两帮支护平面图附图7：倒车硐开口支护平面图第四章 工程施工方法及施工工艺第一节 施工方法及施工设备掘进工作面煤炭的破、落、装、运及巷道的支护均由掘锚机和后配套设备来完成。掘进过程中，采用奥钢联MB670型掘锚机完成割煤，无线遥控操作，并实现自动装煤工序并且用锚掘机自身四臂锚杆钻机来完成支护工序，机器主要由液压系统控制、操作；采用LY2000型连运一号车完成运煤和破碎工序；并且用转载皮带运输机和皮带完成煤炭的运输工序。附图8：工作面设备配备图工作面设备配备及工具使用一览表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1掘锚机MB670台12连运1号车LY2000/980-10台13带式输送机DSJ100/80/160部44煤电钻ZQS-50/1.6台25局部通风机FBDY No.6.3/230台26潜水泵QY15-4台257激光指向仪YHJ800A台38电话KTH13部2MB670型掘锚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11.15.03.2m离地间隙310mm重量 92t行走速度3.5/7.0/15m/min总功率546KW输送机速度1.5m/s电压1140V 尾部旋转角左右45度截割头宽度5.0m滚筒直经1150mm采高3.24.4m滚筒转速1.51m/s支护高度 3.24.1m频率50Hz1#连续运输系统主要技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数0设计长度10m总装机功率340KW生产能力823t /min供电电压1140V输送能力2000t/h破碎能力2000t/h总重32t行走速度016m/min第二节 截割方式1、掘锚机截割方式奥钢联MB670型掘锚机只能遥控操作，掘进时严格按照设计中线施工，掘进时每1m为一循环。掘锚机掘进过程中，司机在激光导向仪的指引下，确定煤机进刀位置，用掘锚机自身锚杆机进行顶、帮支护，按巷道尺寸每施工两刀后停机，支护锚索，等待支护完成后，再进行下一刀掘进，掘进10m后接挂风筒，掘锚机掘进过程中用遥控器操作，并且观看自身显示屏操作。2、截割循环掘锚机截割时，首先通过伸缩截割头将截割头调整至巷道顶板，然后切入煤体(切入深度1.0m)，从上而下截割。当割到煤层底板时，收截割头，截割底煤，使巷道底板平整，装完余煤，再次将截割头调整至巷道顶板，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。附图9：掘锚机设备进刀方式及进刀顺序图第三节 装载与运输采用掘锚机自动装煤方式，掘锚机上装有收集头机构和中部输送机，掘锚机截割时，煤落入收集头机构，装在收集头上的爬爪装载机构连续运转，将煤装入中部输送机，中部输送机便将煤转运到等候在掘锚机后的连运一号车内，连运一号车将煤运到身后的跨骑式运输机上，用跨骑式运输机和皮带运输机进行运煤，进入主运输系统运出。装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置运输距离1掘锚机MB67013-1煤三盘区辅运11m2连运1号车LY2000/980-1013-1煤三盘区辅运10m3胶带输送机DSJ100/80/16023-1煤三盘区辅运2109m第四节 管线敷设风筒（采用1000mm直径）吊挂在巷道右帮的顶板上，要求风筒必须平直，严禁反接风筒，拐弯处必须使用钢圈风筒，不允许拐死弯。缆线吊挂在巷道的右帮上，挂电缆钩时要求挂工程线，保证电缆铺设平直，电缆标识明确、清晰；跟机电缆要求成“8”字型或“0”字型整齐的摆放在电缆框内，电缆盘放不超过8圈，不允许交叉。管路铺设及吊挂：进水管采用108钢管铺设在左帮，距工作面不超过50m。排水管路采用108钢管铺设在左帮距工作面不超过50m，工作面的排水泵用软管连接到排水管上。要求：下排布置排水管路，上排布置供水管路（供水管引出阀门供巷道消防洒水），供水管100m设一个三通。随巷道掘进及时接续风筒、供排水及压风管路，以及铺设吊挂电缆。管线使用一览表序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风筒1000m2109铁钉15m2供水管108m2109铁镢50m3排水管108m2109铁镢50m4电缆395+135m2109电缆钩50m5电缆370+125m 2109电缆钩50m第五节 循环作业图表掘锚机掘进工艺流程为：交接班校对中线开动机组落煤运煤支护下一个循环。正规循环进尺1m，生产班循环个数10个，班进10m，全天掘进25m，月进尺750m。检修班进行生产准备和检修。 第五章 工作面生产系统第一节 运输系统掘进落煤采用掘锚机溜子出煤、装载机装煤到矿用防暴车、经三煤组辅运大巷、四联巷、三煤组回风大巷、六联巷、三煤组胶运大巷到漏煤仓、西胶运大巷皮带、韩家村主井皮带到达地面。材料及设备全部从辅运平硐辅运大巷3煤组辅运斜巷3-1三盘区辅运大巷工作面。附图10：运输路线系统示意图第二节 通风系统一、通风方式及供风距离1、采用压入式通风，最长供风距离1200m。2、掘进巷风速要控制在0.254m/s之间，风机安装地点全风压风量必须大于局部通风机的吸风量，保证不发生循环风。3、3-1煤三盘区胶运及辅运大巷同时掘进，掘进过程中及时打设联巷以解决通风及供电问题。二、工作面风量计算 1、按瓦斯涌出量计算需要风量：Q瓦=100qk 40m3/min式中：Q瓦：掘进工作面实际需要的风量40m3/min q：掘进工作面的瓦斯绝对涌出量0.2m3/mink：掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取22、按工作面最多人数计算：Q人= 4K*N = 140m3/min式中：Q人：掘进工作面实际需要风量140m3/min K：系数1 N：掘进工作面同时工作的最多人数353、按最低风速验算式：Q1=V1S60 240m3/min式中：Q1：工作面最低风速所需风量285m3/min V1：允许最低风速0.25m/s S：巷道断面积16 m24、按最高风速验算式：Q2=V2Sd 4560m3/min式中：Q2：工作面风速最高时最大风量4560m3/min V2：允许最高风速4m/s S：巷道断面积18.2m2确定终选风量。综上计算，故掘进工作面所需最小风量：4560 m3/minQ240 m3/min，取240m3/min三、风机、风筒的选择及设置 确定局扇的工作参数1、按风筒的漏风情况计算局部通风机吸风量Q吸=Q掘 单位：m3/min； Q吸局部通风机吸入风量， 单位：m3/min；风筒漏风系数，由下式计算：= le 百米漏风系数， 取 le=0.02；L掘进巷道通风最大距离，取L=1200m= 1.67Q吸=Q掘=1.67240=400m3/min；2、风压计算根据风筒的总风阻R和通过风筒的平均风量Q计算局部通风机的工作风压HHRQ2RQ掘Q吸R100风筒百米风阻，1000mm风筒取6.5NS2m-8H3467Pa四、风机与风筒选型根据以上计算结果3-1煤三盘区辅运大巷选用FBDY No.6.3/230型局部扇风机两台（其中有一台备用），给工作面通风，局扇的功率为230KW，风量260630 m3/min，风压4606300Pa。由于Q吸 630 m3/min,因此风机符合要求。 风筒选用柔性胶布风筒，风筒直径为1000mm，长度为10m一节，风筒接口时使用风筒接口器并采用双反边接法。1、按局部通风机实际吸风量计算工作面风量 Q工=Q吸/=400/1.67=240m3/minQ工工作面风量，m3/minQ吸局部通风机吸风量，m3/min；局部通风机实际吸风量375m3/min风筒漏风系数：=1.672、按风速进行验算：Q1 Q Q2 S工作面平均断面积18.2m2Q1240Q=375Q24560m3/min经过验算风机完全满足需要。五、风筒出口距工作面的距离根据公式：L（45）可知：L16m，取L=15即：风筒出口距工作面迎头最大距离不超过20m。六、局部通风机的安装地点局部通风机安装在3-1煤辅运大巷中距离3-1煤三盘区辅运大巷回风口不少于10m处。进风系统：新鲜空气从辅运平硐辅运大巷3煤组辅运大巷3-1三盘区辅运大巷工作面。进风系统：乏风从工作面3-1三盘区辅运大巷3煤组辅运巷七联巷3煤组回风巷立风井地面。附图11：通风示意图七、通风管理1、风筒由专人管理，风筒吊挂时必须对风筒的完好进行检查，铁丝要拉紧、绷直，保证挂风筒的铁丝和其之前的铁丝成一条直线，不得出现弯曲。风筒逢环必挂，不得出现漏挂现象；2、风筒吊挂要靠帮、按规定高度、平直，逢环必挂；风筒接口严密（手距接头处0.1m感觉不到漏风）、无破口、无反接头，必须双反压边。风筒拐弯处要设弯头或缓缓拐弯，不准拐死弯；3、局部通风机和抗静电阻燃风筒的安装和使用必须符合煤矿安全规程第一百二十八条的规定，保证正常运转，不发生循环风，局部通风机的设备要齐全，吸风口有风罩；局部通风机必须吊挂，保证风筒风机成直线，保证供风通畅；4、局部通风机设专人管理。因检修、停电等原因停风时，必须先撤出人员，切断电源；恢复通风前，必须检查瓦斯浓度；只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机；5、严格杜绝局部通风机无计划停电停风的发生。凡突然发生局部通风机无计划停电停风的工作面，班、队长要立即组织人员将停风工作面打好栅栏，或安排专人警戒，禁止一切人员进入。实行送风时应由瓦斯检查员查清停风区瓦斯情况，按有关规定进行处理。加强对风筒管理，避免风筒脱节，必须及时修补破损，防止微风作业。局部通风机在井下运转超过半年，必须升井检修。运转的局部通风机每月要安排检查时间；6、安排专人定期对巷道的通风、防尘、隔爆设施进行检查，发现问题及时处理。第三节 供电系统本工作面供电由3煤组变电所高压开关柜引出两条高压电缆，经辅运大巷引至工作面移变处，一条高压电缆接一台1000KVA移变输出1140V电源分别控制掘锚机和连运1号车、跨骑式转载皮带机， 500KVA移变输出660V电源控制胶带输送机、潜水泵,200KVA移变输出660V电源控制备用局扇并给其供电。另一条高压电缆接一台200KVA移变输出660V电源作为风机专用电源。各设备所用电缆规格为：MYPTJ-395+135电缆共2200m，MYPTJ-350+116电缆用2109m，32.5+11信号电缆用2109m，风电闭锁线用100m，电话线用2000m。(橡套电缆取1.1的备用系数) 电缆钩用五联钩，缆钩间距为1.0m。电缆钩固定时要拉水平线，在距底板2.5m处用钢钉吊挂，保证电缆悬挂平直，垂度一致。遵循“高压在下、低压在上”的原则，电缆不得扭结交叉。当3-1煤三盘区辅运大巷配电点距工作面掘进头超过1000m时，及时在巷道内做临时变电硐室，将变配电点前移动，以缩短供电距离，降低线路电压损耗。附图12：供电系统示意图第四节 供水、防尘系统1、工作面供水取自3-1煤回风大巷供水管路。2、利用工作面压水管路兼做防尘管路，每100m在水管上设一个10825三通阀门，用于消防、灭尘。3、皮带机头、机尾等转载点处安设喷雾降尘装置。4、掘锚机的内外喷雾应保持正常使用，喷雾使用的水压不得小于2.0MPa。5、输水管采用108钢管，工作面100m范围内设一道风流净化水幕，并且随着巷道掘进，每掘进1000m安设一道全断面净化水幕。6、打眼时采用湿式钻眼。7、供水水管距工作面不超过100m设三通，胶管紧跟工作面。8、管路吊挂必须符合质量标准化要求。水管不得有跑、冒、滴、漏现象。9、及时清扫巷道浮煤和积尘，个人防护必须配戴防尘口罩。 附图13：供水、防尘系统示意图 第五节 排水系统施工时在巷道内安设一路108排水管，在每一低洼处设排水三通，排水管紧跟迎头，管头距迎头最远不超过100m，各低洼处设置标准的积水池排水（长宽深=200020001500mm），积水处挖水沟引至积水池，积水池安水泵排水。工作面单个掘进头正常涌水量为3m3/h，4KW水泵排水量为15m3/h,108钢管流量为33m3/h，可满足排水要求。排水管路采用108钢管。工作面排水线路：工作面积水区3-1煤三盘区辅运大巷3-1煤辅运大巷3-1煤回风大巷总排水管路。附图14：排水系统示意图第六节 防灭火系统1、防止煤炭自燃，加强对CO的检查、治理力度，及时将巷道内的浮煤清理干净。2、运输皮带安装喷雾装置，并能正常使用。3、在各转载点、每部皮带机头、机尾处要备有砂箱、灭火器，砂箱内要盛满砂备好锹，每处8公斤灭火器不少于2个。4、供水管路可兼作消防供水系统，消防管路每隔100m留设消防栓，消防栓垂直巷道中线布置，消防带安装到位。5、工作面顺槽必须安设隔爆水棚，具体安设位置：距离回风口150m安设一套，距离掘进头60200m安设一套。隔爆水棚的水量不小于200L/m3；隔爆水棚的具体安设应符合煤矿安全规程执行说明的有关规定；隔爆水棚安设处应吊挂说明牌板，牌板上要注明安设日期、水量、水袋数量、排列长度、巷道断面、管理人等。第七节 安全监控系统一、安全监测监控设备型号、数量工作面配电点装设KJF16A型智能分站一台；掘进工作面和回风流各安设一台瓦斯传感器和一台一氧化碳传感器，瓦斯传感器型号为：KGJ16B，一氧化碳传感器型号为：KGA5；主扇装设风机开停传感器一台，型号为KGT15；供电设备中装设风电、瓦斯电闭锁装置。风电、瓦斯电闭锁通过开停传感器、瓦斯传感器、分站及地面监测主机来实现，断电及闭锁范围:工作面及回风流内所有非本安电气设备二、具体要求1、监测设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，与高压电缆在同帮吊挂，吊挂必须整齐，严禁用铁丝吊挂，严禁有失爆现象。监测线需要延线时，必须通知信息中心，使其做好记录。2、掘进头配备甲烷传感器与地面监控室相连，实现不间断监控。瓦斯探头安装在风筒对侧，距头小于5米，距顶小于300，距帮大于200处，探头报警浓度1.0，断电浓度1.5，复电浓度1.0。3、在距离回风口1015m的地方安设一台瓦斯探头和一台一氧化碳探头。4、风筒传感器必须随风筒延伸前移，保证传感器距离最前一节风筒的出风口不超过5m。5、班组长以上管理人员、爆破工、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，瓦斯报警浓度均设置在1.0，有报警时及时采取措施处理。6、本煤层瓦斯含量较低，施工中保证风筒距头不超过15m，即可保证瓦斯浓度不超限，为安全起见，在掘进头安设瓦斯探头与地面监控室设备连接，并设瓦检员每班现场测量各头面瓦斯浓度，发现异常时及时汇报处理。CH4传感器的安设地点、报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围安设地点安设位置报警浓度断电浓度复电浓度断电范围工 作 面悬挂在风筒出口异侧的巷道中，与风筒出风口相齐，距顶板不大于300mm,靠帮不小于200mm大于或等于1.0大于或等于1.5小于1.0掘锚机电源掘锚机掘锚机自身带有瓦斯监测装置大于或等于1.0大于或等于1.5小于1.0掘锚机电源回风流距全风压回风口1015m范围内大于或等于1.0大于或等于1.5小于1.0工作面及回风区域内全部非本质安全型电气设备便携仪随身携带大于或等于1.0第八节 通讯及照明系统1、掘锚机和连运车照明要保持完好，保证前有照明后有尾灯。2、在每部设备机头处设一防爆灯照明。3、在一部皮带和随机皮带机头处各安设一部电话，保证井上下通信畅通。4、各部设备的联系信号均采用带语音系统的双向对打声光信号装置。皮带司机不准擅自离岗，严禁无人运行。附图15：通讯照明系统示意图第六章 工程质量及煤质管理第一节 工作面工程质量一、工作面工程质量管理标准工作面工程质量管理标准表项目设计尺寸、数量允许偏差巷道宽度/mm5200合格-50+200优良0+200巷道高度/mm3500合格-50+200优良0+200锚杆扭矩/N.m100符合设计锚杆间排距/mm10001000合格-100+100锚杆锚固力/T5符合设计锚杆角度/垂直顶板15锚杆外露长度/mm不超过50合格60, 优良50锚索间排距/mm18002000-100+100锚索角度/垂直顶板15锚索初锚力/T10符合设计锚索外露长度/mm200a200二、工作面掘进工作面工作标准1、掘进、所有巷道掘进必须严格按照设计放激光线进行施工，顶板严格沿煤层夹矸线掘进。、浮煤要清理干净，煤壁要直，顶、底板平整。、循环进度符合本规程规定。2、支护、锚杆间排距误差100mm，锚杆与巷道顶板应垂直，允许范围在75105，锚杆露出托板外长度不大于50mm。、锚杆安装时，托板紧贴顶板煤岩面，扭矩不小于100N.m，锚固力不小于5T，最小不小于设计90%。、发现有失效、报废锚杆当班必须补打。、锚杆托板和树脂必须保证质量，其规格、型号和材质要符合设计性能参数，发现有不合格支护材料立即停止使用。、顶板破碎时顶板挂钢筋网，锚杆的托盘必须紧贴网片骨架部分。、锚索、锚杆必须符合技术要求第二节 机电设备管理1、机电设备管理实行包机包台制，责任到人。2、运输设备的铺设严格执行操作规程及作业规程有关规定，做到平、直、稳，运行可靠。3、胶带输送机的顶底辊齐全，转动灵活。胶带不跑偏。输送机的各种保护齐全灵敏可靠。4、运输设备的信号要齐全完好，灵敏可靠。5、所有的电气开关上台，五小上牌。电缆悬挂整齐，标志齐全。6、机电设备定期保养检修，并留好检修记录。7、禁止带电检修或搬迁电气设备（包括电缆和电线）。8、停电检修时，应将所有开关的把手闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，只有执行该项工作的人员，才有权取下此牌并送电。9、非专职电气人员，不得擅自操作电气设备。10、电气设备不应超过额定值运行。11、电气设备的金属外壳或构架，必须有保护接地。12、防爆电气设备的运行、维护和修理必须符合防爆