+750胶带大巷外1100m段掘进作业规程.doc

+750胶带大巷外1100m段掘进作业规程 +750胶带大巷外1100m段掘进作业规程 第一章 地质概况第一节 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：水平、采区+750工程名称+750胶带大巷地面标高/m1110m-1250m井下标高/m652m-704m地面相对位置建筑物、小井及其他地面位于庞庞塔矿南部，地表以侵蚀性黄土梁峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟，大部分为黄土覆盖，多为农田耕地和荒地。盖山厚度458m-546m。井下相对位置该工作面位于+750检修大巷东部，东部为杨家岩保安煤柱，西部为四条斜井，北部为太佳高速公路压覆区范围。上部为庞庞塔煤矿。邻近采掘情况南部的5-103工作面已回采完。第二节 煤（岩）赋存特征及其柱状9#煤赋存于太原组中下部，上距5#煤层40.9056.15m，平均50.63m。该煤层平均厚度为12m，属特厚煤层。煤层结构复杂，一般含夹矸14层，夹矸厚度0.100.38m，岩性多为炭质泥岩。煤层顶板为石灰岩、钙质泥岩。底板为泥岩。本层为全井田稳定的可采煤层。该采区呈一单斜构造。倾向为东西向，走向为南北；煤层倾角为14-23，平均为19，属于缓倾斜煤层。1、煤层特征情况表指 标数 值备 注煤层厚度/m12煤层倾角/（）19煤层硬度/f1.5煤层层理发育煤层节理发育瓦 斯煤尘爆炸指数煤的自燃地温危害绝对涌出量为0.17m/min，相对涌出量为0.13m/t,属低瓦斯。煤尘具有爆炸性，爆炸指数为38.54%煤层为二类自燃根据原庞庞塔井田以北1.5km处的ZK5-3钻孔资料，测温结果为恒温带15m，地温梯度为1.7/100m，属正常地温区。CO2二氧化碳相对涌出量为0.25m3/t,二氧化碳绝对涌出量为1.42m3/min。普氏硬度（f）煤 层夹 矸直接顶直接底1.5283煤质情况Wf（%）Ad（%）Vdaf（%）Qgr。maf（MJ/kg）St。d（%）工业牌号1.0017.2332.3027.182.161/3JM概况:(1) 煤质牌号:1/3焦煤。(2) 工业用途:发电炼焦。2、煤层顶底板情况表：顶板顶底板名称岩石类别厚度/m岩性特征老顶砂质泥岩4.5灰黑色砂质泥岩，薄层状，夹粉砂岩条带，半坚硬，含植物碎屑化石。直接顶灰岩7.5灰色钙质泥岩，性脆，钙质不均，不规则裂隙及斜交裂隙发育，大部分充填方解石，含贝壳等动物化石；分布不均，夹泥灰岩薄层。底板直接底泥岩1.89灰色泥岩，含铝质，具滑面，有滑感，块状。3、煤层综合柱状图（附图1）第三节 地质构造 根据原施工的5#煤层北翼系统巷道中揭露的断层，预计该工作面不会有大的断层，但不排除局部会有小断层出现，由于该煤层较厚，小于煤层落差的断层不会对工作面的施工带来影响。第四节 水文地质情况1、顶板含水情况9#煤层顶板主要为太原组灰岩岩溶含水层组，该含水岩组由L1、L3、L4、三层灰岩组成，全区分布，位于10#煤之上，致密坚硬，块状，节理裂隙发育。从目前井下施工了5个水文孔及该+750机尾绕道工作面探放水情况分析，该处揭露灰岩为弱富水性，但不排除局部为强富水性，掘进期间应加强观测。2、底板含水情况9#煤层底板主要为奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组，从施工的水文钻孔资料分析（O2水位在+828.52-852.81m），9#煤层底板距离奥灰含水层平均厚度约55m，岩性主要为泥质岩类，夹不稳定的薄层砂岩和灰岩，具有较好的隔水性能，对奥灰水可起到隔水作用，但不排除局部有断层揭露，在掘进过程应坚持有掘必探工作，防止断层导水。3、涌水量预计该巷道沿9#煤层顶板掘进，预计该巷道在掘进期间在工作面掘进过程中锚索孔会导通该灰岩含水层，造成大量淋头水，需加强排水。正常涌水量为25-40m3/h，最大涌水量为70m3/h 。第五节 地质预报及提示1、加强过构造期间的顶板及煤质管理，并制定专门的过构造安全技术措施。2、加强工作面水文地质资料的收集，对收集资料进行分析。3、根据煤矿防治水规定坚持“有掘必探，先探后掘” 的原则，必须对工作面先进行物探，后进行钻探。4、加强工作面排水系统管理，排水设备备用到位，如出现顶、底板出水的现象，要在出水点施工临时水仓。5、做好防尘措施，加强对瓦斯的监测力度。第二章 工程概况一、 巷道用途：+750胶带大巷是连接北矿区与南矿区的开拓大巷， 采用综掘机械化分上、下台阶截割落煤，胶带输送机运输。二、 巷道平面布置图见（附图2）三、 巷道位置及工程量：+750胶带绕道施工至6#导线点前39m（平距）处，开始继续以0方位角平掘，预计掘进55m见10#煤顶板，见10#煤顶板后沿顶板施工+750水平胶带大巷，共掘进1059m与开一队施工的+750胶带二联巷贯通。二、工程施工安排：1、+750胶带大巷前段掘进方式为综掘。2、开工前，供、排水系统、通风系统、供电系统、压风系统、运输系统等必须提前形成。3、巷道开工时间为2011年11月1日，巷道总长约1059m，月进 240m，预计掘出时间为2012年3月底。四、 矿压观测：1、为完善支护设计及顶板管理提供依据，必须配备必要的矿压观测手段，矿压观测根据巷道实际情况(岩巷每隔50100m,煤巷每隔3050m）安设一套顶板离层仪及液压枕。巷道交岔点、顶板破碎时和构造段必须安设顶板离层仪及液压枕，现场设置顶板监测牌板，生产科监测工要按要求安设、观测，并做好记录。预计巷道内监测仪器数量为25套。2、锚杆监测必须严格执行集团公司、矿下发的文件中有关规定，做好监测日报工作。3、顶板支护质量监测：为了保证施工质量，必须对锚杆的锚固力进行抽检，抽检指标为顶锚杆的初锚力不得低于200N.m，帮锚杆的初锚力不得低于180N.m。发现不合格锚杆，应在其周围 200mm的范围内重新补打锚杆。在施工过程中，每3050m做抗拔力实验一组，每组不得少于3根。对于抽查不合格的锚杆必须及时补打。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面一、 巷道特征表：+750胶带大巷：巷道断面设计为：初期施工（平掘）为矩形断面，见10#煤顶板后改为异形断面沿顶板施工。距形断面：毛宽（m）净宽（m）毛高（m）净高（m）铺底（mm）喷厚（mm）毛断面（）净断面（）4.94.63.653.510015017.8915.64异形断面：毛宽（m）净宽（m）巷中毛高（m）巷中净高（m）铺底（mm）喷厚（mm）毛断面（）净断面（）4.94.63.653.510015017.9116.02二、 巷道断面图见（矩形断面见附图3-1、异形断面见附图3-2）第二节 支护形式一、 永久支护：距形断面1、巷道采用锚网梁+锚索+喷浆联合支护，巷道掘进期间进行锚网梁+锚索支护，巷道掘出后进行集中喷浆，喷浆时另行编制喷浆安全技术措施。2、顶部锚杆采用222500mm的左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间排距为800mm800mm, 顶部施工7根锚杆；帮部采用202000mm的左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间排距为800mm800mm，两帮各施工5根锚杆，顶锚杆每孔使用CK2340和Z2388型树脂锚固剂各一条，先短后长，帮锚杆每孔使用Z2388型树脂锚固剂一条。 3、每隔3.2m施工一组21.812300mm的低松弛钢绞线锚索进行支护，排距3.2m，间距1.3m，每组布置3根，沿巷道中心线对称布置。每孔使用Z2388树脂锚固剂2条，配合16400400mm的钢板张拉至25Mpa。4、网采用网孔为100100mm，直径6mm的钢筋网，规格1700900mm。5、锚梁选用12mm的圆钢筋焊接而成，顶部锚梁选用480054mm（长宽），七眼，眼距800mm。两帮锚梁选用190054mm（长宽），两根三眼搭接，眼距800mm。锚杆支护参数的计算及选择：1、顶锚杆支护参数的计算及选择：、锚杆长度的确定根据加固拱的原理：L=W（1.1B/10）式中：L锚杆长度W围岩影响系数，取1.4B巷道设计跨度，取4.9m则： L=1.4(1.1+4.9/10)=2.226m因此：锚杆长度选择2.5m。、锚杆间、排距的确定根据公式：D0.5L式中：L锚杆长度D锚杆间、排距则：D0.52.5=1.25m，考虑到工作面的实际情况，顶部锚杆间距取0.8m、排距取0.8m。、锚杆直径的确定根据公式d=L/110=2500/110=21.88mm，因此取锚杆直径22mm可行。、锚固长度的确定根据公式：L2/3 L 式中：L锚固长度 L 锚杆长度则：L2/32500=1666mm，顶部锚杆锚固：采取加长锚固。根据锚杆眼径、锚杆、药卷直径及实际抽取样品检查情况，顶部锚固剂选取Z2388和CK2340各一条能满足设计要求。、锚杆强度验算a、锚杆锚固力验算根据悬吊理论：F=RHS式中：F锚杆悬吊岩体负荷重量R顶板岩石比重，3.15t/m3S支护面积，S=0.80.8=0.64m2H选择锚杆锚固深度 1.66m故：F=3.151.660.64 =3.35（t/根）=30.083KN/根，考虑到安全系数，锚固力按50 KN/根设计。b、锚杆最大抗拉力根据公式：F=SQ拉式中：F锚杆最大抗拉力，KN/根S锚杆断面积，S=R2=3.14（22/2）2=380mm2Q拉锚杆抗拉强度，Q拉=56.4kg/mm2故：F=38056.4=21432(kg/根)=214.32KN/根经验算锚杆悬吊岩石重量小于锚杆抗拉强度，根据各类巷道合理的锚杆支护技术选择表，因此顶部锚杆选择222500mm的高强锚杆，间距取800mm、排距取800mm，可以满足要求。2、帮锚杆参数的确定：、帮锚杆长度的确定巷道两帮潜在松塌区宽度L1：L1=htan（45/2）=3650tan（4563.4/2）=863mm式中：h巷道高度，取毛高3650mm；煤层内摩擦角，煤层硬度系数f=1.5，=arctanf=63.4。锚杆长度：L= L1L2L3=86380030=1693mm根据理论分析及实际抽取样品检查情况，决定帮锚杆长度取 2000mm。其中：L2帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取800mm；L3帮锚杆外露长度，取30mm。、锚固长度的确定根据公式：L1/3 L 式中：L锚固长度 L 锚杆长度则：L1/32000=666mm，帮锚杆锚固：采取端锚。根据锚杆眼径、锚杆及药卷直径，锚杆选用Z2388一条锚固剂进行锚固。、锚杆直径根据公式d=L/110=2000/110=18.18mm，因此锚杆直径取20mm。式中： L锚杆长度、锚杆间、排距的确定根据公式：D0.6L则： D0.62000=1200mm根据领近巷道锚杆间排距情况，选取锚杆间排距均为0.8m。异形断面1、巷道采用锚网梁+锚索+喷浆联合支护，巷道掘进期间进行锚网梁+锚索支护，巷道掘出后进行集中喷浆，喷浆时另行编制喷浆安全技术措施。2、顶部及帮部锚杆均采用202000mm的左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间排距为800mm800mm, 顶部施工7根锚杆；上手帮施工6根锚杆，下手帮施工4根锚杆，顶锚杆每孔使用CK2340和Z2388型树脂锚固剂各一条，先短后长，帮锚杆每孔使用Z2388型树脂锚固剂一条。 3、每隔3.2m施工一组21.86300mm的低松弛钢绞线锚索进行支护，排距3.2m，间距2.3m，每组布置2根，沿巷道中心线1.15m对称布置。每孔使用Z2388树脂锚固剂2条，配合16400400mm的钢板张拉至25Mpa。4、网采用网孔为100100mm，直径6mm的钢筋网，规格1700900mm。5、锚梁选用12mm的圆钢筋焊接而成，顶部锚梁选用480054mm（长宽），七眼，眼距800mm。下手帮锚梁选用300054mm（长宽），四眼，眼距800mm；上手帮锚梁选用450054mm（长宽），六眼，眼距800mm。锚杆支护参数的计算及选择：1、顶锚杆支护参数的计算及选择：、锚杆长度的确定根据加固拱的原理：L=W（1.1B/10）式中：L锚杆长度W围岩影响系数，取1.2B巷道设计跨度，取4.9m则： L=1.2(1.1+4.9/10)=1.908m因此：锚杆长度选择2.0m。、锚杆间、排距的确定根据公式：D0.5L式中：L锚杆长度D锚杆间、排距则：D0.52.0=1.0m，考虑到工作面的实际情况，顶部锚杆间距取0.8m、排距取0.8m。、锚杆直径的确定根据公式d=L/110=2000/110=18.19mm，因此取锚杆直径20mm可行。、锚固长度的确定根据公式：L2/3 L 式中：L锚固长度 L 锚杆长度则：L2/32000=1333mm，顶部锚杆锚固：采取加长锚固。根据锚杆眼径、锚杆、药卷直径及实际抽取样品检查情况，顶部锚固剂选取Z2388和CK2340各一条能满足设计要求。、锚杆强度验算a、锚杆锚固力验算根据悬吊理论：F=RHS式中：F锚杆悬吊岩体负荷重量R顶板岩石比重，3.15t/m3S支护面积，S=0.80.8=0.64m2H选择锚杆锚固深度 1.33m故：F=3.150.64 1.33=2.68（t/根）=24.0664KN/根，考虑到安全系数，锚固力按50 KN/根设计。b、锚杆最大抗拉力根据公式：F=SQ拉式中：F锚杆最大抗拉力，KN/根S锚杆断面积，S=R2=3.14（20/2）2=314mm2Q拉锚杆抗拉强度，Q拉=56.4kg/mm2故：F=31456.4=17709.6(kg/根)=177.096KN/根经验算锚杆悬吊岩石重量小于锚杆抗拉强度，根据各类巷道合理的锚杆支护技术选择表，因此顶部锚杆选择202000mm的高强锚杆，间距取800mm、排距取800mm，可以满足要求。2、帮锚杆参数的确定：、帮锚杆长度的确定巷道两帮潜在松塌区宽度L1：L1=htan（45/2）=3650tan（4563.4/2）=863mm式中：h巷道高度，取毛高3650mm；煤层内摩擦角，煤层硬度系数f=1.5，=arctanf=56.3。锚杆长度：L= L1L2L3=86380030=1693mm根据理论分析及实际抽取样品检查情况，决定帮锚杆长度取 2000mm。其中：L2帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取800mm；L3帮锚杆外露长度，取30mm。、锚固长度的确定根据公式：L1/3 L 式中：L锚固长度 L 锚杆长度则：L1/32000=666mm，帮锚杆锚固：采取端锚。根据锚杆眼径、锚杆及药卷直径，锚杆选用Z2388一条锚固剂进行锚固。、锚杆直径根据公式d=L/110=2000/110=18.18mm，因此锚杆直径取20mm。式中： L锚杆长度、锚杆间、排距的确定根据公式：D0.6L则： D0.62000=1200mm根据领近巷道锚杆间排距情况，选取锚杆间排距均为0.8m。3、喷层厚度的确定：根据采矿设计手册P2674中冲切破坏作用计算公式：t切割块假设按照0.3cm0.3cm0.3cm（长宽高）进行计算：G所选冠石或其他危石的质量（单位N）K冲切强度计算安全系数，一般取3.0S所选冠石或其他危石与喷层接触面的周长（单位cm）Rt喷射混凝土的抗拉计算强度，取1.5（单位MPa）代入数据得：tt14.11cm综合分析喷厚取值15cm。二、临时支护：1、采用综掘机机载临时支护，型号为：ZLJ-2.52、机载临时支护工艺a、操作前（1）开动临时支护时必须由主司机操作，副司机及班组长负责观察指挥，随时观察油缸伸缩情况及支架顶部平衡情况，发现有异常情况应及时停机并处理。（2）开机前检查综掘机切割电机是否已停止工作，临时支护装置的供油回路是否已切换正确。（3）检查临时支护装置所有油缸、供油回路是否漏油。（4）升降临时支护过程中两侧严禁站人。b、打开支架（1）打开操作阀上通向临时支护的油路，关闭综掘机行走、回转、升降油路。（2）将永久支护所需材料（“W”钢带、锚网）按排距平放在支架顶梁上并用磁铁吸好。（3）推动支护主架和顶梁架的液压控制手柄，缓慢平稳的打开支架。（4）当支护主架和顶梁架升至所需角度后再操作主架升降手柄上升主架至巷道顶板，将锚网压紧在顶板上。（5）关闭综掘机油泵电机，断开综掘机机组隔离开关。人员在临时支护下进行永久支护。c、收架（1）永久支护完成后，先开启综掘机油泵电机，降下临时支护主架。（2）折叠临时支护主架合顶梁架，使临时支护装置安放在综掘机截割臂上。（3）切换供油回路，断开临时支护装置的供油回路。d、使用（1）操作机载临时支护时，必须将综掘机截割电机闭锁，截割头落地并盖上护皮。（2）在临时支护顶架接近顶板时，严禁操作掘进机截割头。如果支护顶架接近顶板无法压紧至顶板时，人员需撤离临时支护设备旁，先降下顶架，再抬高掘进机截割头，并在截割头下垫上方木，再重新升顶架至顶板。（3）临时支护压紧顶板后，严禁操作掘进机。如需调整顶架位置，必须先撤离支护人员，降落顶架，再操作掘进机。（4）支护顶架贴紧巷道顶板后，严禁操作折叠油缸及推动顶架前后移动。（5）注意保证油缸油位，并保证油温不超过70。3、工作面最大、最小控顶距工作面最大控顶距为2000mm，最小控顶距为400mm。三、工作面最大控顶距平、剖面图见附图（4-1）工作面最小控顶距平、剖面图见附图（4-2）第三节：支护工艺一、支护操作工艺及要求：（一）风动锚杆支护操作及技术要求：1、顶板锚杆安装：风动锚杆（锚索）钻机支护顶锚杆施工工艺流程、处理掉顶帮活煤、活矸并进行敲帮问顶临时支护画锚杆眼、打眼并清孔安装树脂药卷及锚固顶锚杆安装垫片及紧固螺母用力矩扳手检查初锚力是否合格安装其它顶锚杆。、施工顺序：顶锚杆施工采取由外向里、由中间向两边的施工顺序。、锚杆必须紧跟迎头。打眼前先将锚杆眼位标好，然后将风动锚杆（锚索）钻机调整在工作面适当位置后开始打眼。打眼时必须采用湿式打眼。、在操作过程中，推力要均匀，防止断钎、卡钻。锚杆孔深要求为2420-2450mm（矩形断面）或者19201950mm（异形断面），并保证钻孔角度，钻头钻到预定孔深后下缩风动锚杆（锚索）钻机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。、除风动锚杆（锚索）钻机司机外，另一人在打好的眼内放入树脂药卷（先放一支CK2340，后放一支Z2388）。将锚杆尾部套上托板及带上螺母，杆尾通过连接器与打眼机联接，然后将锚杆插入钻孔中，升起锚杆（锚索）钻机，将孔口处的药卷送入孔底。、利用风动锚杆（锚索）钻机搅拌树脂药卷。树脂药卷搅拌是锚杆安装过程中的关键工序，要求搅拌过程连续进行，中途不得间断或停顿。搅拌时间按厂家要求严格控制（一般为2030秒）。停止搅拌但保持钻机推力等待60秒降下锚杆（锚索）钻机，再等待180秒后拧紧螺母托盘。、利用手动紧锚器或风动紧锚器拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。初锚力应达到200Nm，检查锚杆初锚力必须使用力矩扳手。、顶锚杆间距按锚梁眼距布置，间、排距误差不超过100mm。、锚杆外露长度为20mm50mm（不包括托盘、锚梁、螺母）。2、帮锚杆安装：风动锚头施工帮锚杆工艺流程、处理掉帮活煤、活矸并进行敲帮问顶画锚杆眼、打眼并清孔开始吊联帮网药卷及锚固帮锚杆安装树脂安装锚梁或金属梁安装垫片及紧固螺母用力矩扳手检查初锚力是否合格安装其它帮锚杆。、在操作过程中，推力要均匀，防止断钎、卡钻。、锚杆孔深要求19201950mm，初锚力应达到180Nm。、帮锚杆应由上向下施工，确保施工安全。、每次割煤后帮部永久支护距迎头的最大距离不大于2000mm（顶板破碎或过构造带时帮锚杆紧跟迎头）。、锚杆外露尺寸要求在2050mm之间（不包括托盘、锚梁、螺母）。3、操作要求：、支护时，班组长和安全员要在打眼前首先进行敲帮问顶，处理掉一切不安全因素。敲帮问顶时，一人用2.5米以上长柄工具由外向里处理顶帮活矸，另一人观察顶板及周围情况，发现有异常情况人员立即撤到安全地点并采取相应措施。、验收员必须根据中腰线及锚杆间排距设计要求标定钻孔位置，初锚力必须达到设计要求。、为保证锚杆角度和深度，施工顶锚杆采用短打长套的办法。、施工过程中，人员必须站在永久支护下进行操作，严禁空顶作业。、锚杆头部螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮、锈蚀、油污等杂物。发现失效的锚杆必须重新补打。、锚杆支护必须做到及时有效，并保证安装质量。 、掘进时巷帮超宽或片帮超宽达到400mm及以上、长度超过800mm及以上时，必须及时补打一根顶锚杆，采用金属梁和补打顶锚杆的方法进行补强，超宽1000mm时必须补打一根锚索，巷道每超高500mm时必须及时补打一根帮锚杆。、地质条件发生变化时，必须及时调整循环进度及支护参数，锚杆支护排距不得大于800mm，锚索排距相应缩小，当采取以上措施不能有效控制顶板时，必须另行编制专项安全技术措施。、顶帮支护要求紧跟迎头，做到随掘随支，考虑施工方位允许底角锚杆滞后迎头5排。、顶板破碎凹凸不平时，必须采用“十”字梁加强顶板支护。（二）锚索支护工艺及各工序要求：1、风动锚索（锚杆）钻机施工锚索工艺流程：、安全检查定孔位用风动锚索（锚杆）钻机打眼并清孔安装树脂药卷安装锚索升起风动锚索（锚杆）钻机搅拌树脂药卷至规定时间（一般为45秒）停止搅拌， 5分钟后降下钻机等待30分钟安装托板及锚具张拉锚索至25MPa安装其它锚索。、锚索长度根据顶煤厚度情况取630012300mm，锚索孔深比锚索长度小300mm。、安装树脂药卷，放入2支Z2388型树脂药卷。插入锚索将树脂药卷推到孔底。、搅拌时。先慢后快，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌45秒。停止搅拌后等待5分钟，收缩钻机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长不超过300mm。、张拉锚索时，采用风动锚索张拉机张拉锚索，搅拌好后等待30分钟（5分钟降钻等待时间），安装托盘、锚具，用风动锚索张拉机张拉锚索至25MPa。、队组禁止擅自切割锚索。、锚索必须紧跟迎头，严禁滞后。、卸、接钻杆必须在停机的情况下进行。、搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，注树脂药卷过程中，要专人护住钢绞线，以防钢绞线甩脱伤人。、钢绞线锚固后，按时上托板紧固。、张拉锚索时，锚索张拉机应与钢绞线保持同一轴线。、风动锚索张拉机操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。 张拉锚索时，发现锚索不合格，必须在其附近300mm范围内补打一根锚索。锚索安装两天后，如发现预紧力下降，必须重新张拉或及时补打。第四章 掘进方式一、作业方式：掘进方式为综掘，掘进过程中，每次开机割煤时割煤高度为2.65m，留1m厚4.9m长的台阶。1、工艺流程：综掘：交接班检查（与开机前准备平行作业）（延长皮带）开机扫底、机组进刀割煤、装煤、运煤（巷道下部留1米的“台阶”） 退机、停机敲帮问顶临时支护永久支护（施工顶锚杆、台阶上部帮锚杆和台阶后底角锚杆）下一循环综掘工艺流程图见（附图5）注：巷道每次钻探长度为70m，允许掘进50m，留20m防水煤柱，每次钻探时间为两个小班。钻探期间，巷道停止掘进。2、综掘机截割方式：综掘机采用中部进刀横向往复式截割，截割时先左右摆动割出槽窝，然后由下向上进行截割，截割完毕后进行支护，然后进行下一循环。3、截割程序图见（矩形断面附图6-1，异形断面附图6-2）二、施工机具的选择：机具名称型号数量综掘机EBZ-315A1台30KW电滚筒皮带TDY-302部胶带输送机SJ-800/9021部气动锚杆（锚索）钻机MQT-110A2台风钻YT283台手持式风动钻机ZQ-50T2台第五章 运输系统一、运输方式：1、掘进+750胶带大巷期间出煤采用综掘机星轮装煤机构装煤、配合巷道内SJ-800胶带输送机运输,经输送机运至+750机尾绕巷30KW电滚筒皮带运输到5-1031巷30KW电滚筒皮带至溜煤眼（西区胶带暗斜井强力皮带），最后通过主斜井强力皮带运至地面。2、运料：物料利用绞车通过轨道运输及人工推车运输至工作面。二、运输线路：1、运煤：+750胶带大巷工作面 +750水平皮带巷机尾绕道 5-1031巷溜煤眼西区胶带暗斜井5#煤煤仓 主斜井 地面2、运料：地面 副斜井 +910水平大巷 轨道暗斜井 三车场 5-1031巷+750水平皮带巷机尾绕道+750胶带大巷工作面三、 运输系统图见（附图7）四、运输管理规定及措施：1、胶带运输：、皮带要铺设要平、直、稳固,各种保护设施、信号装置、机头消防器材、上下托辊必须齐全有效。、皮带机头、机尾必须固定牢固，机头采用八根20 mm2000mm左纹螺旋钢高强锚杆固定，机尾采用四根20 mm2000mm左纹螺旋钢高强锚杆固定。、皮带机头、机尾必须经常清理，保持干净、整洁。、皮带司机必须经过培训，持证上岗，开机前要先发出开机信号仔细巡回检查确认问题后，待回信号后点动皮带，无异常情况后方可开机运行。、清理、维护皮带机头、机尾、滚筒上粘煤时，必须停机闭锁开关及挂停电牌，否则严禁检修和清理。、皮带与皮带顺向搭接高度及长度都不得小于0.5m，垂直搭接长度不小于0.35m，高度不小于0.5m。搭接点必须按要求安设护皮，护皮安装要牢靠。、严禁在皮带输送机上乘人。、胶带输送机一旦有异常情况时要及时停机处理。、胶带输送机运行时，严禁人员跨越皮带，经常过人处要安设行人过桥。、胶带输送机运行中，严禁用铁锹和其它工具清理皮带和滚筒上的煤泥或用工具拨正跑偏的皮带。2、轨道运输：、绞车司机必须经培训后持证上岗，并遵守岗位操作规定。、固定绞车时，必须按照轨道中心线及安装要求进行施工。、绞车司机、摘挂钩工必须严格执行“五不开”“五不挂”规定，严禁绞车司机兼作摘挂钩工作，摘挂钩工作必须由专门摘挂钩工进行操作。“五不开”是指：1、绞车不完好不开。2、信号不清不开。3、钢丝绳打结、断丝超限不开。4、安全设施不齐全、巷道有行人不开。5、超挂车不开。“五不挂” 是指：1、安全设施不齐全不挂。2、信号不清不挂。3、巷道有行人不挂。4、超过规定车数不挂。5、连接装置不完好，装载超宽、超高、超重、偏载或上山无车尾巴保险绳不挂。、绞车信号必须采用声光信号进行联系。信号规定：一声停、二声拉、三声放、四声慢提、五声慢放。、绞车必须有专人管理和专人检查维修，并有记录。、运输前必须检查运输线路是否畅通，不得有任何障碍物，发现问题，及时处理，在未处理前，不得进行矿车运行。、必须严格按规定数量挂车，严禁超挂车。、运送车辆，必须停稳并设好阻车器后，才准摘钩。、矿车掉道后 ，必须用起道器等工具进行上道，严禁用绞车强行拖拉。、严格执行 “行车不行人、行人不行车”规定。、严禁蹬、扒、跳车。3、手推车运输：、装车时要前、后、左、右均匀，不得偏重，防止手推车失稳、翻车。装车时严格控制材料及设备重量。装车后捆绑结实牢靠，并认真检查。、上（下）坡时，手推车方向杆应朝上坡方向，所有人员全部撤到手推车上坡方向，一人把握车前进方向，其余人员全部拉车，防止因车太重高速窜飞到坡下。、在变坡点和交叉口处必须安排专人放设警戒。、推车时，保证车速均匀缓慢，防止车速过快造成车受力不均匀导致翻车。、严禁放飞车和人员蹬坐手推车。、应定期检修人力车的完好情况。4、人工搬运：、人工抬放较长、较重物体时，要统一听从指挥，口号一致，同肩、同起、同放，不得随意甩扔。、抬放设备时，人员尽量不要靠近两帮，防止撞坏设备或撞伤人员。、设备抬放到位后，应靠帮摆放整齐，不得随地乱放。螺丝等小件应妥善保管，防止丢失。第六章 通风系统第一节 风量计算及局部通风系统一、通风系统：1、新鲜风流：主斜井、副斜井、行人斜井+910 大巷行人暗斜井西区五联巷局扇风筒+750胶带大巷工作面。2、乏风风流：+750胶带大巷工作面西区五联巷回风道回风道回风暗斜井+440总回风巷回风立井。3、通风系统图见(附图8)二、通风方法：+750胶带大巷掘进工作面采取局部通风机压入式通风，风机安装在西区五联巷内，距回风道口18m处。三、风量计算及风机选型和全风压配风量：1、按工作面最多人数计算： Q=4N=420=80m3/min4以人数为计算单位的供风标准，即按井下4m3/min的规定风量来计算。N工作面同时工作人数。2、按局部通风机的实际吸风量计算：Q需工作面需要风量；Q吸局扇的吸风量；Q漏风筒的百米漏风量；柔性风筒的百米漏风率通风距离200m200-500 m500-1000 m1000-2000 mL100/%151030.2560S=0.256017.9=269m3/min0.25工作面允许最低风速，m/s。S工作面断面。Q =478460S=46017.9=4296m3/min4工作面允许最高风速，m/s。S工作面断面。经验算工作面配风取471.5m3/min，符合风速要求，采区供给该处风量为475m3/min，符合要求，局部通风机选型为215KW的FBD-2-N056的局部通风机。第二节：安全检测及通风管理与措施一、安全监测监控仪器仪表布置要求及布置图：1、750胶带大巷使用行人暗斜井口的5#分站，安设2个瓦斯传感器、1个风筒传感器、4个风机开停传感器、一个馈电传感器。2、由于为低瓦斯矿井，掘进工作面可采用2个瓦斯传感器。工作面T1位置为：距工作面3-5m，距顶不大于300mm，距帮不少于200mm，风筒对面垂直悬挂。报警值：T10.8 ，断电值： T1 0.8，复电值T10.8%。回风巷T2位置为：距回风口10-15米，距顶不大于300mm，距帮不少于200mm，风筒对面垂直悬挂。报警值：T20.8 ，断电值： T2 0.8，复电值T20.8%。瓦斯传感器位置如图所示：断电范围：T1、T2为掘进巷道中全部非本质安全型电气设备。3、每班由瓦斯检查员对瓦斯传感器进行比对，确保传感器数据准确。第三节：综合防尘、防灭火系统一、综合防尘系统1、在巷道内安装一趟55mm洒水管路，与主管路沟通，每隔200m安设一个阀门，每隔50m安设一个三通，吊挂高度距地板1500mm。2、净化水幕距迎头20-30m范围内，要求能覆盖全断面，雾化好。工作面装渣过程中，必须同时使用所有净化喷雾。在各转载点必须安设转载点喷雾装置，实行喷雾洒水。3、在各转载点安设转载点喷雾装置。4、实行湿式打眼，严禁干打眼。打眼工佩戴防尘口罩。5、综掘机必须有内、外喷雾装置，内喷雾压力不得小于3Mpa；外喷雾水压不得小于1.5 Mpa；如果内喷雾使用水压小于3 Mpa或无内喷雾装置，必须使用外喷雾、除尘风机、机载喷雾泵。6、安装除尘风机，除尘风机安设在综掘机上，伸缩风筒固定在综掘机上，风筒延伸超过驾驶座1.5m。二、防灭火系统：1、在皮带机头、油脂库分别配备2台灭火器、1个容积不小于0.2m的沙箱、1个钩子、1把斧头、1把铁锹，皮带机头配备一根长度不小于20m的消防软管。2、工作面有发火征兆时，及时制定防灭火措施。三、综合防尘、防灭火系统图见（附图9）第四节：通风管理规定及措施一、通风系统：1、严禁在通风设施5m范围内堆放杂物。2、巷道有效断面小于设计断面的2/3时，队组要安排专人负责进行巷道维护，否则停产进行处理。3、通风系统需要改变时，由通风科负责编制通风设计以及安全技术措施。4、测风员每5天对此工作面局扇的吸风量、出口风量进行一次测定，并认真编制测风报表。5、贯通或不使用的联络巷，通风科要及时下发设施施工通知单，由通风队施工通风设施。6、瓦检员每班对瓦检区域的通风设施进行检查，发现问题及时汇报通风调度。7、通风区、科干部下井进行不定时检查，发现问题及时安排处理。8、其它方面严格执行煤矿安全规程第二章第一节及其它有关管理规定。二、瓦斯管理：1、瓦检员必须按照瓦斯检查计划图表中规定的时间和内容，对工作面及其它作业地点的瓦斯、二氧化碳浓度及空气温度进行检查，并认真填写瓦斯检查图表、牌板，每次将检查结果及时汇报通风调度室。2、瓦检员监督队组严格执行“一通三防”有关规定，当工作面出现瓦斯超限、煤尘堆积、综掘机开、停机喷雾失效、放炮不使用水炮泥等重大通风隐患及“三违”时，必须汇报矿调度室。3、瓦检员严格执行班中、班后汇报制度，坚持井下交接班，严禁空班漏检。4、当班机组司机、电钳工、班组长必须携带便携式甲烷检测仪。5、工作面每班由班组长负责悬挂便携式甲烷检测仪及瓦斯传感器。6、其它方面严格执行煤矿安全规程第二章第二节及其它有关管理规定。三、防尘系统的管理规定及措施：1、防尘设施（净化水幕、各转载喷雾、卸载点喷雾）由通风区统一按质量标准化要求进行安装，安装完毕经通风科验收合格后，移交给队组使用。2、队组严格按要求使用工作面的防尘设施，定期对防尘设施检查，发现问题及时处理。3、队组每班派专人对巷道内煤尘进行冲洗，发现煤尘大时，对负责人按规定进行处罚。4、每次割完煤后，安排专人对工作面20米范围内的煤尘进行冲洗，保证开关、设备清洁。5、队组严格执行先开喷雾后开机制度，防止煤尘飞扬。保证综掘机的内外喷雾、机载喷雾泵、除尘风机正常使用，喷雾覆盖全断面。机组喷雾损坏时，要立即停下来，进行处理。6、出渣时，必须使用转载点、卸载点喷雾。7、实行湿式打眼，严禁干打眼，工作面作业人员必须佩带防尘口罩，进行个体防护。8、每旬由通风科组织一次井下防尘工作大检查，月底汇总检查结果进行考核。9、其它方面严格执行煤矿安全规程第二章第三节及其它有关管理规定。四、局扇的安装及管理：1、局扇下井前，必须由机电科、通风科联合进行局扇检修鉴定，鉴定完好，方可入井。2、局扇安装地点到回风口间的巷道中最低风速必须符合煤矿安全规程规定。3、局扇选型215KW的FBD-2-N056，局扇安装在距+750水平皮带机尾绕道18米处，局扇、备扇全部上架，架子紧靠下手帮放置；专用局扇在前，架子高度为1.0米；备用局扇在后，架子高度为1.8米；4、局扇接火，由机电科负责提供供电设计。5、局扇安装好由业务科室牵头，通风科、安全科机电科、通风区、使用队组参加进行验收。验收合格后，才能接风筒进行使用。6、局扇必须由专职人员负责管理，保证正常运转，不准随意停开。每天4点班18：30-20：00由当班电钳工负责，进行局扇切换，风电闭锁试验，并向通风调度汇报。7、局扇牌板安设在局扇附近5m范围内，固定在帮部，距底板1.5米。8、风筒采取600MM抗静电阻燃风筒。风筒使用8#铁丝作为引线，拉紧固定在巷道上部，风筒吊挂平直、逢环必挂、接头严密不漏风、风筒接口要反压边、风筒无破口。风筒拐弯时要设弯头，不准拐死弯，严禁花接。9、风筒距工作面的距离为5-10m.工作面必须有备用风筒，存放在指定地点，码放整齐，不影响行人、运输。存放量满足两个班的生产需要。10、风机安装必须实行“三专两闭锁”、“双风机双电源自动切换”和“五专一化”，定置化管理，一台风机只能向一个工作面供风，出口风量不少于296.5m2/min。“三专两闭锁”是指：“三专”指井下对局部通风机供电采用专用变压器、专用开关、专用线路，以确保供电相对稳定。“两闭锁”是指掘进工作面瓦斯电闭锁和风电闭锁。其中瓦斯电闭锁是指当掘进工作面瓦斯浓度超限时，声光报警并自动切断被控设备电源；风电闭锁是指当局部主通风机停止运转或风筒风量低于规定值时，自动切断掘进工作面内（除备用风机电源外的）所有设备电源。“五专”是指：局扇要有专项设计、专项措施、专人安装、专人验收、专人管理。“一化”是指：局扇采用“定置化”管理。11、井下运行的局扇每半年至少出井检修一次，通风科建立局扇动态管理台帐。12、局扇需要移位时，必须经矿总工程师同意，通风科下达局扇设计审批单，方可移位。13、其它方面严格执行煤矿安全规程第二章第一节及其它有关管理规定。五、监控系统管理：1、通风区监测工严格按照监控设计进行安装，安装不合格，不予验收。2、每班必须有一名监测工对工作面监控设施进行巡查，发现问题及时处理、上报。3、每班由瓦检员对检查区域的监控设施进行检查，发现问题及时汇报。通风区接到汇报后，必须安排监测工及时处理，检测设备处理时间不得超过24小时，探头、监控线路故障处理时间不得超过8小时。4、传感器吊挂不符合规定的，对当班班组长进行处罚，发现人为破坏监控系统的根据情节严重程度，按严重“三违”处理。5、传感器严禁置于水幕下方，队组洒水时，对传感器要进行有效的保护，防止传感器进水。6、监测工负责传感器线路的延长、回撤、整挂。每七天对传感器进行调校。7、瓦检员每班使用光瓦与甲烷传感器进行对照，并将结果写在监测管理牌板上，两者误差大于允许值时（0-1%，0.1%；1%-2%，0.2%；2%-4%，0.3%），先以读数较大者为依据采取措施，并将结果汇报通风调度室。8、其它方面严格执行煤矿安全规程第三章及其它有关管理规定。六、供水施救系统：在掘五队一部皮带机头安装一套供水施救装置，+750胶带大巷从三部皮带机头开始每隔200m安装一套供水施救系统。第七章 设备布置及供电系统设计第一节 供电设计一、工作面设备概况工作面主要设备有EBZ-315综掘机一台、SJ-800/902胶带输送机一部、30KW电滚筒两部、FBD-2-N056型局部通风机两台等。综掘机电源电压等级采用1140V；胶带输送机、30KW电滚筒皮带、局部通风机等设备电源电压等级均采用660V。 电源供电来源于西区中部变电所。电缆的敷设路线：西区中部变电所西区轨道暗斜井三车场五联巷5-1031巷750水平皮带巷机尾绕道750胶带大巷二、负荷统计-览表：750胶带大巷施工主要设备负荷统计：名 称型 号数量单台功率（KW）总功率（KW）备 注综掘机EBZ315(A输送机SJ-800/9021180180660V电滚筒TDY-3023060660V局扇FDB-21521530660V张紧车17.57.5660V总 计746.5三、选择移动变电站：移动变电站的选择：1、工作面660V 总功率为336KW