150106运输顺槽掘进工作面作业规程

150106运输顺槽掘进工作面作业规程第一章概况第一节概述1、巷道名称150106运输顺槽。2、巷道方位22830。3、开口位置1501轨道上山，炮掘已施工30M。4、设计长度剩余长度1490M。5、用途150106工作面运输、通风、行人、安全出口。6、施工时间预计XXXX年5月开工，XXXX年5月竣工。第二节编制依据1、矿井近年采掘规划。2、工作面地质说明书。3、矿井地质报告、水文补堪报告、采掘区域水害调查报告及上下邻近巷道钻探和揭露资料。4、150106运输顺槽布置图、断面图、通风系统图及供电方案。5、煤矿安全规程及相关技术规范、标准等。第二章地面相对位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近开采情况1、井上下对照关系表1采区1501巷道名称150106运输顺槽地面标高（M）10501150井下标高（M）840850地面的相对位置建筑物、小井及其它地面位于神南村，地表为冲沟发育的黄土丘陵和低山，多农田。开始段附近地表有部分村庄建筑，无常年性河流，附近无水井和报废小窑，对掘进无影响。位于尖山顶村已搬迁，开口于原1501轨道上山。巷道已炮掘30M，计划向南掘至边界1490M。邻近周边矿井为2010年关闭的原采区1501巷道名称150106运输顺槽井下位置及对巷道掘进影响温庄村矿，邻近矿井工作面为原温庄村矿150303准备工作面未回采完成，由于未回采，对掘进无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻无巷道，无影响。第二节煤（岩）层赋存特征1、煤层赋存特征表2项目单位指标煤层厚度/（最小最大/平均）M375445/42煤层倾角/47煤岩硬度F煤12，直接顶35，直接底36煤层自燃倾向自燃煤层煤尘爆炸性有瓦斯涌出量M3/MIN1二氧化碳涌出量M3/MIN052、煤层顶底板表3顶底板名称岩石名称特征老顶K2灰岩厚度418720M，平均557M。灰深灰色石灰岩，泥晶结构，含生物碎屑，厚层状，裂隙发育，含较多方解石脉，局部含水丰富。直接顶泥岩厚度4791122M，本工作面附近约60M。灰黑色泥岩，局部为灰色砂质泥岩，顶部为14号煤，厚度018125M，大多在06M左右。掘进区域内局部存在03M左右伪顶。伪顶泥岩厚度005M，本工作面可能局部赋存。岩性为灰黑色泥岩，薄层状，裂隙发育，质软弱，稳定性极差，采掘暴露后极易冒落，支护进网后，短时间风化脱落形成坠包，要求掘进时随煤割除。直接底泥岩多为泥岩或铝土质泥岩、其次为砂质泥岩或炭质泥岩。铝土质泥岩厚度约225M，灰白色，含丰富的植物根化石。炭质泥岩灰黑色，含炭质，厚层状，局部节理发育。顶底板名称岩石名称特征砂质泥岩多为薄层状，灰白或灰黑色，含黑色条纹。第三节地质构造根据地质资料，掘进区域整体为一较为平缓的单斜构造，局部有小型褶曲形成的起伏，但范围较小。无断层，无陷落柱、火成岩、古河流冲刷等地质构造。第四节水文地质情况地面位于井田尖山顶村已搬迁，地貌类型为低山和黄土丘陵剥蚀区，冲沟发育，沟谷纵横，排水条件好。地表无常年性河流及其它水体，最高点十字岭为分水岭，降水分别经杏黄沟、神南沟汇入洪水河。含水层主要为上覆石炭系太原组灰岩裂隙含水层。根据ZK11水文钻孔抽水试验，各含水层富水性均较弱。掘进中，局部顶板裂隙或锚索钻孔有漏水现象，但水量不大，无压力，对掘进无影响。1、顶板水老顶K2灰岩局部裂隙发育，含水较丰富，是本煤层直接充水含水层。一旦遇钻孔或直接顶裂隙，会出现顶板淋水。直接顶泥岩厚度大于6M，是良好的隔水层，顶板正常时不会有淋水。2、底板水直接底多为泥岩或铝土质泥岩，隔水性能较好。巷道底板标高高于奥灰水静水位225M以上，不涉及带压问题。局部低洼地段底板裂隙发育时可有少量渗水，对掘进无影响。3、老空水掘进前方本矿无老空，前方周边矿井为原温庄村矿150303回采工作面未回采，对本巷无影响。4、钻孔水掘进范围无钻孔，对掘进无影响。5、地表水上覆地表无常年性水体，无松散含水层，雨季时，冲沟为泄洪道，应加强雨季巡查，发现裂缝及时封堵。综合上述因素分析，本巷掘进范围钻探充分，无水患。预计掘进期间正常涌水量不大于3M/H，最大涌水量不大于6M/H。第五节瓦斯根据邻近巷道掘进监测，掘进区域煤层瓦斯含量很小，预计掘进工作面瓦斯绝对涌出量一般在10M3/MIN以下，最大涌出量不超过185M3/MIN。第六节影响掘进的其它地质因素1、自燃倾向性根据地质报告，采用数个具有代表性地质钻孔取样测定，15号煤层吸氧量083103CM/G，自燃等级，有自燃倾向性。2、煤层爆炸性根据地质报告测定数据，15号煤层火焰长度2060，加岩粉量4070，具有爆炸性。3、地温、地压根据本矿及周边矿井历年开采观测，本区地温、地压均正常。第三章巷道布置及支护型式第一节巷道布置一、巷道布置150106运输顺槽位于尖山顶村已搬迁，与150106回风顺槽成对布置形成150106采区。将作为机轨合一巷道，承担150106工作面的运输、进风和安全出口任务。设计长度1490M。巷道全程沿底板掘进。附巷道布置图二、巷道断面及规格1、巷道断面设计巷道断面为矩形。2、巷道规格巷道断面参数表表4巷道名称断面尺寸（M）掘进断面（M）设计长度（M）150106运输顺槽掘宽52M掘高35M18201490M3、辅助工程因排水、探放水、安装绞车等需临时施工专门硐室时，规格、位置由分管业务部门确定。第二节巷道压力监测一、锚杆锚固力试验每300根锚杆抽查一组，每组不少于3根，顶锚杆拉力达到100KN，帮锚杆60KN，不做破坏性试验；拉力试验不合格的，须在其旁补打锚杆，并找出原因，进行改进。顶板或两帮压力大、节理发育、顶帮位移明显时，根据需要加强支护。二、顶板离层监测每隔50M安装一组顶板离层仪，安装要求为用28MM的钻头在顶板钻孔，孔深6M，深基点6M，浅基点3M，安装20天以内，每天观测离层值，以后，每7天观测一次。顶板超宽、交叉点及构造带根据需要增加。第三节支护设计巷道支护方式为锚网索钢带联合支护。1、锚杆支护设计（1）、锚杆材料选择按照顶锚杆锚固力不小于100KN，帮锚杆锚固力不小于60KN的要求。顶帮选用20左旋无纵筋螺纹钢锚杆支护。（2）、顶板锚杆间排距的确定选用锚杆长度2400MM，由于巷道直接顶为厚层状泥岩，按挤压加固理论要求计算锚杆排间距D05L1200MM式中D锚杆排间距，MML锚杆长度，2400MM根据公式计算和初步设计，结合巷道顶板实际和邻近巷道施工经验，为保证支护强度有较大的富裕系数，确定顶板锚杆间距950MM，排距1000MM。（3）、帮锚杆间排距的确定巷道掘进区域煤质中硬，顶板压力不明显，煤帮稳定，根据邻近巷道施工经验，确定右侧使用的螺纹钢、左侧使用玻璃钢锚杆长度均为2000MM，间距1000MM，排距1000MM。2、锚索补强支护为确保巷道支护安全可靠，采用锚索进一步补强，以提高支护的可靠性。（1）、锚索长度的确定采用低松弛、高强度、直径为1524MM的钢绞线，其最低破断载荷为230KN，应用悬吊理论进行参数计算锚索长度LL1L2L3式中L锚索长度L1锚索外露长度，取025ML2巷道顶板潜在破坏范围，取30ML3锚索伸入稳定岩层长度，即锚固段长度，根据锚固力要求及现场拉拔试验，L3取20M。计算得L0253020525根据以上计算结果，结合邻近巷道的施工情况，选用长度为63M的锚索，能够达到有效控制顶板深部离层和结构补强的目的。（2）、锚索排间距及其抗拉拔力的确定根据条件相近的巷道支护经验，锚索按矩形布置锚索，间排距151520M，每排3根，隔排打。预紧力不小于33MPA，锚索抗拉拔力不小于200KN。附巷道断面及支护图第四节支护工艺一、临时支护1、临时支护方式临时支护采用滑移式前探梁，使用前探梁一般为2根，梁上横向架一跟长度4M的木板，木板下用木楔背紧，使木板与顶板紧密接触，起到及时控制顶板离层和保护作业人员安全的目的。（顶板不好时增加或辅助其它方式），每根前探梁固定点不少于两个，前探梁倒悬臂长度不少于300MM,前探梁前端到迎头的距离不得大于300MM，坡度较大时前探梁栓防护绳，防止梁滑脱掉下。顶板破碎或顶帮压力大时，要采用小循环（一个支护排距09M）施工。2、前探梁规格前探梁技术要求表5材料名称规格材质要求数量前探梁长度403寸钢管，壁厚68MM23根吊环4寸钢管，长度1015CM45寸钢管和M22的螺母焊制，壁4个厚不少于8MM，焊口要结实木板LBH400018040MM红松1块木楔不限红松或硬杂木按需3、临时支护要求（1）、割煤后，必须及时进行临时支护。支护前，首先用不小于25M的长柄工具由外向里、由顶向帮进行敲帮问顶，找净顶帮活石、活煤后，方可进行临时支护。将备用吊环作为替换环，拧在距工作面最近的一排顶板锚杆上，然后顺巷道掘进方向、向前推移前探梁插入吊环内并前移至下一排锚杆的位置。每次移梁后，及时用刹顶木、木楔子与顶板刹紧背牢，整个刹顶过程要由外向里进行。（2）、移前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥，2人配合移前探梁。（3）、吊环用其螺母拧在锚杆末端，螺母的螺纹必须拧满。（4）、顶板坡度较大时，要栓防护绳，防止梁滑脱伤人。（5）、背板时注意错开锚杆及托梁位置。（6）、及时移梁，永久支护必须在临时支护保护下操作，严禁空顶作业。二、永久支护形式及参数矩形断面，宽52M，高35M，S1820，全煤巷掘进。支护形式为锚杆托梁网锚索。顶锚杆采用20左旋无纵筋高强螺纹钢，锚杆长度24M，网片为10铅丝编织的经纬铁丝网，网孔5050。两帮采用左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，长度20M，网片为10铅丝编织的经纬铁丝网，网孔5050。托梁为梯子形，由14圆钢焊接加工，一般顶托梁全长50M，帮托梁全长30M，宽度80。托板规格为1201208。顶板锚杆6根，间距950，排距1000。两帮锚杆各4根，间距1000，排距1000。顶板两根边角锚外斜15，其余4根垂直于顶板。两帮顶角锚杆上斜15，其余3根垂直于两帮。每隔一排锚杆打3根锚索，锚索直径1524，长度6300，间距15001500，排距2000，托盘规格30030010MM。锚索位置在两架托梁中间、横断面的居中位置，方向垂直于顶板。锚固方式为树脂锚固剂端部锚固。顶帮正常情况下，顶锚杆用K2335和Z2360各一支，帮锚杆用Z2360一支，锚索用一支K2335、两支Z2360。顶板破碎或因局部冒高致使锚索锚固段正好进入14号煤层以及煤帮松软时，根据情况增加锚固剂，进行加长锚固或全长锚固。锚固剂安装顺序为先放快速，后放中速。网间搭接100，用两根16铁丝对折扭结，孔孔相连。断层带顶板破碎时，需设双层网。与旧巷合并超宽处，均需增加锚索密度并加单体柱组成复合支护。三、永久支护材料永久支护材料技术特征表表6材料名称规格材质用途铁丝54001000MM，网格5050MM护顶网片铁丝30001000MM，网格5050MM10铁丝两帮顶锚杆202400左旋无纵筋螺纹钢护顶帮锚杆202000MM左旋无纵筋螺纹钢两帮500080MM护顶钢带300080MM14圆钢焊制护帮锚杆托盘1201208MM，中心孔30MM钢板顶帮减摩垫圈40MM，中心孔24MM高分子材料顶帮钢绞线15246300MM高强度、低松弛度护顶锚索托盘30030010MM，中心孔20MM钢板护顶锚索垫板1201008MM，中心孔20MM钢板特殊情况用树脂锚固剂Z2360、K2335树脂顶帮锚固四、支护工艺流程1、支护顺序由外向里，先顶后帮，逐排进行。2、支护工艺流程为安全检查临时支护打顶板锚杆打锚索打两帮锚杆。五、锚杆锚索支护工艺（一）、气动锚杆钻机操作1、临时支护后，按巷道中线及设计排间距标定锚杆眼位。2、检查供水、供风系统，锚杆钻机风水接头是否连接牢固，并使其开关处于关闭状态。3、钻孔前，按孔深要求做好标记，将短节钻杆插入钻套的六方孔中，安装28MM岩石钻头。4、打眼时，一人持钻，一人扶钻，一人安眼、接换钻杆，工作人员服装要穿戴整齐，严禁戴手套扶钎杆。5、必须按规定角度打眼，不得打穿皮眼或顺层面、裂缝打眼。6、将马达控制扳手压下一个小角度，让钻杆缓慢旋转，同时将支腿控制旋钮旋开一个小角度，慢慢升起钻机，注意支腿不可供风太大。7、钻杆钻头抵达顶板后，先点开马达23次，然后调节水阀、风阀和马达控制扳手，使转速和推进速度逐渐增大。8、接换钻杆时，不得挪动钻机，保持钻机与钻孔同心。9、钻孔深度达到要求后，先关闭支腿风源，然后关闭水阀，同时使支腿回落。10、不要在钻机下垫木料托板等，严禁用手触摸旋转的钻杆，同时操作者必须远离钻孔中心线，其他人员站于操作人员左侧并远离中心线5M以外。11、位于钻机风接头58M处安装一截止阀，钻孔过程中必须由专人进行监护，当钻孔过程中卡钻杆或锚杆、锚索与树脂锚固剂在搅拌过程中，因锚固剂凝固而感觉转动吃力时，立即关闭截止阀，同时操作者必须双手握紧锚索机并立即松开供风手把。（二）、锚杆（索）安装工艺1、顶板锚杆安装钻孔深度23002330，两边角锚杆钻孔外偏15。施工完毕后，留12MIN的控水时间。用锚杆将K2335、Z2360树脂药各一根，依次顶入钻孔顶部顶板破碎、松软或有水时，1根K2335、2根Z2360，快速药卷在上，中速药卷在下，然后铺网、压钢筋钢带、上好锚垫、半球垫、塑料圈，安好连接套，搅拌时间不少于305S，并继续顶紧1015S。当锚杆外露1040MM时，放下钻机。3MIN后用加长扳手拧紧，紧固力矩不小于100NM，每根锚杆锚固力不小于100KN。2、顶板锚索安装钻孔深度60006100。施工完毕后，留23MIN的控水时间。然后用锚索依次将1根K2335和2根2360树脂药顶入钻孔顶部顶板破碎、松软或有水时，1根K2335、3根Z2360，快速药卷在上，中速药卷在下。用专用连接套将钻机和锚索连接好并且开始边顶边慢转，使锚索逐渐进入钻孔并将药卷顶入孔底。搅拌时，开始转速不要太快，以防甩开伤人。当锚索外露剩余150250MM时，不再顶入。搅拌305S左右并感觉转动困难时，立即停钻，并继续顶紧1015S。待锚固剂初步凝固后即试放钻机锚索不在下滑即可放下钻机。凝固10MIN后将锚索托盘及专用锁具先后套入钢绞线底端，然后套上张拉千斤进行张拉。当拉力达到33MPA时，取下张拉千斤顶。特殊地点使用槽钢梁时，槽钢与锁具之间均加垫片。槽钢规格不小于12，加垫板10010010MM或12010010MM。（三）、帮锚杆施工用YT系列气动凿岩机或ZQS系列风煤钻，28MM合金钻头钻眼，钻孔深度19001930MM，两帮顶角锚杆上偏15。每根锚杆安装一支Z2360树脂锚固剂巷帮松软时，增加1根Z2360加长锚固，锚杆紧固力不小于100NM，锚固力不小于60KN。六、允许最大最小空顶距离（1）、顶板及煤帮坚硬稳定时每割18M两排支护一次，允许最大空顶距离21M，最小空顶距离03M。（2）、裂隙发育、顶板破碎及煤帮松软时每割09M一排支护一次，最大空顶距离12M。（3）、允许排距误差01M，即排距放宽到10M时，相应允许最大空顶距离23M。（4）、顶板锚杆支护到工作面距离一般为03M，局部最大不得大于05M。锚索滞后工作面不超过2排。帮部支护滞后工作面在支护后一般为2排，支护前最大4排，巷帮松软、节理发育，存在片帮危险时，必须随顶板一起支护，紧跟迎头。（5）、临时支护牢固可靠，紧跟工作面，不得出现空顶。七、支护质量标准1、锚杆支护要求（1）、锚杆排间距误差不大于100MM。（2）、顶角、帮角锚杆必须按设计偏斜15。（3）、锚杆孔应避开围岩层理、节理、裂隙面。（4）、孔深不得大于杆长，锚杆外露（锚杆末端螺母上面）长度1040MM为宜。（5）、提倡支护质量标准化，锚杆要竖成排、横成行，眼位要瞄直或拉线，钢尺测量定位。2、锚索支护要求（1）、严格按照中线和规定排间距布置锚索，间距误差不大于100MM（顶板出现冒漏时除外）。（2）、与顶板垂直布置的锚索，与顶板夹角不得小于85，特殊地点补加的倾斜锚索角度严格按照设计角度打。（3）、锚索孔深6061M，锁具下钢绞线外露长度控制在150250MM。（4）、锚索预拉力不低于33MPA，单根抗拉拔力不低于200KN。（5）、特殊地点增加的锚梁要接顶良好，冒落空洞必须用刹顶木充填，木楔子背紧。（6）、钢绞线锚固段需经过电焊加工处理或压挡圈。（7）、锚索布置除顶板冒高或有离层顶板需专门锚固外，均要严格按照设计间排距成排成行。八、支护安全技术措施（一）、一般规定1、停止割煤后，必须首先进行敲帮问顶，将迎头顶帮活煤（岩）块等处理净，并进行可靠的临时支护后，经当班班长检查，确认安全后方可进行永久支护作业。有伪顶时必须在割煤的同时割除，割不净的人工找净。2、钻眼、联网、安装锚杆锚索过程中，班长必须指派专人全程观测顶板及煤帮的变化情况，发现冒顶、片帮预兆立即撤出所有人员。3、支护作业使用高凳或梯子作业时，必须安排人员将高凳或梯子扶住。支护作业时，上方的工具材料必须抓牢、放稳，防止掉下伤人。4、锚杆支护作业中坚持“三不打”即浮煤矸不找尽不打，巷道规格不符合设计要求不打，角度不符合设计不打。5、安装锚杆锚索时，一人安装，一人顶住钢带，另一人递垫片、螺母，搞好配合，严禁在空顶、空帮下作业。6、使用树脂锚固剂前，一定要认真检查锚固剂的生产日期、有效期、颜色、手感柔软程度，如发现发硬、破裂、变质、过期的药卷，严禁使用。7、在张拉千斤顶给锚索施加预应力时，所有人员必须离开张拉锚索2以外，以防意外。8、预紧力、锚固力达不到规定要求的锚杆锚索，必须在其旁03M处另外补打。9、支护前，对钻机进行必要的检查，管路必须完好，外观无破损，存在漏水漏气必须立即处理，使用标准U形卡，油液不足及时补充，存在故障及时处理，确保使用安全。10、使用帮锚杆钻机打帮眼时，必须有有人专门向眼口喷水灭尘。（二）、蹬掘进机支护作业规定因巷道高度较大，踩高凳或梯子作业稳定性太差，特别是顶板破碎、煤帮松软时，蹬踩掘进机进行支护作业相对安全性好，但必须严格执行如下规定1、掘进机截割臂调整好高度后，将掘进机电源切断并可靠闭锁，方可允许人员上机作业。2、掘进机未停机前，任何人不得在截割臂前方、下方及左右两侧，人员蹬机后，严禁任何人随意给掘进机送电和擅自操作掘进机。3、需要调整截割臂高度及左右位置时，必须将锚杆机平放，人员离开截割臂，前方左右人员全部撤出，调整好后，立即停电闭锁，方可恢复作业。4、在掘进机上上打好顶部帮眼后，打下部眼必须将掘进机退后，炮头落地，有煤堆时最好插入煤堆内，以保证作业人员安全退路。5、截割臂距煤帮较远时，必须架板作业。6、严禁任何人在臂下停留。（三）、单点柱支护作业规定1、支护前先测量柱点巷高和柱长，瞄准或拉线定位，然后挖柱窝。2、支护作业使用梯子时至少5人以上配合，两人扶柱，一人扶梯，一人递料，一人打柱；使用高镫时，至少4人以上配合。3、梯子、高镫必须坚固耐用，安放稳固可靠，作业过程中要扶好，防止翻倒。4、支柱要扶好，防止柱倒伤人，5M范围不得有闲杂人员。5、递接物料要手倒手，抓紧抓牢，防止高空坠物伤人。6、卡紧柱帽后，扶柱人员离开5M以外，由打柱人员用大锤打紧上劲。7、根据煤层倾角，掌握好迎山角度。8、柱帽方向与顶板裂隙方向垂直或斜交。9、柱打好后，栓铁丝或绳索并系于顶网、托梁上，防止支柱松倒。10、木柱一律大头朝上，小头朝下。11、支柱紧跟工作面。九、巷道质量标准巷道施工质量验收标准表7允许误差值项目标准参数掘宽5200MM50200MM巷道规格掘高3500MM50200MM排距1000MM100MM间距950MM100MM锚固力100KN10KN顶锚杆预紧力100NM0排距1000MM100MM间距1000MM100MM锚固力60KN6KN帮锚杆预紧力100NM间/排距15001500/2000MM100MM锚索预紧力33MPA第四章施工工艺第一节施工方法一、施工顺序1、开口位置150106运输顺槽。2、用掘进机直接开口施工，目前已炮掘30M。二、施工方法采用综掘工艺施工,使用EBZ132型掘进机配合DSJ80可伸缩胶带运输机，完成落煤装煤运输工序，人工锚网支护，辅助运输方式为调度绞车牵引矿车。第二节施工工艺一、工艺流程安全检查（水患、顶板、通风、瓦斯、煤尘、支护、工程质量、探头位置、机电设备等）处理隐患中线检查校正掘进机割煤、出煤敲帮问顶临时支护打顶锚杆、锚索打帮锚杆按照上述工序完成当班预定循环收尾、整理、工程质量验收交接班。二、安全检查及施工准备交接班后，首先由班长、安检、瓦检员共同对工作面进行全面的安全检查，发现问题先进行处理，确认安全后，还需进行以下检查1、洒水喷雾、电气系统、机械各运转部位及机载传感器是否正常。2、校对中线是否有偏差，工作面是否有丢帮落底现象，需延伸皮带时，开工前进行拉延，经检查确认具备安全作业条件后，方可开始掘进。3、根据当班安全生产条件，在安全的前提下，合理确定当班循环任务，不得违反正常程序作业，不得盲目抢进度，严禁违章指挥和冒险作业。4、每个小班结束后，永久支护必须达到最小控顶距要求，不准遗留超过规定的空顶和其它隐患。因故未能处理的问题必须向下班交待清楚，待接班队组妥善处理上班遗留问题后，方可按流程进行掘进作业。需要当班人员留下共同处理的必须无条件留下处理，未经接班领导同意，不得离开。三、截割工艺1、将电控箱隔离开关手柄扳至“接通”位置发出警报并鸣响5S启动油泵电机启动二运启动一运启动耙爪开启内外喷雾启动截割电机。2、采用S形截割方法，按截割顺序图（自上而下、从左向右）将切割头找准位置，开启喷雾，钻入式缓慢前移进刀。钻入截割头后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组后支撑放下做为后支撑点进行切割。3、顶板不留顶煤时不得留下煤皮，有伪顶时必须割掉，留顶煤掘进时，顶煤的留设必须寻找到明显的煤层自然层理予以保留作为巷道顶板，两帮切割垂直。4、两帮预留约100200，最后修整成形，掌握好断面规格，严格控制超欠挖。5、截割过程中，由专人给司机照灯，同时监视顶板、煤帮变化，发现冒顶片帮预兆，立即停机，人员退出到安全地点。6、顶板破碎、煤层及顶板节理发育存在冒顶片帮危险时，实行短掘短支，及时支护，防止冒顶片帮。附截割顺序图第三节装载与运输装煤运输由机组铲板耙爪将煤耙至一运，经二运转载到顺槽皮带运出，形成截割装载运输的综合机械化作业线。机组后遗留的浮煤及两帮底脚不到位的，人工刷扩、清理。第四节管线布置一、管线吊挂巷内所有管线一律按标准吊挂。在巷道非人行侧巷帮第一列锚杆起从上到下依次吊挂静压水管、压风管和排水管，挂钩采用矿统一制作的标准挂钩，上下管路间距200MM，吊挂间距3M。在其顶部拉一条45MM钢丝绳吊挂风筒。电缆用电缆钩吊挂在人行侧帮。供水施救管路配备及吊挂根据要求另行确定。吊挂高度风筒沿顶板，风筒底距底板不小于18M。管路吊挂最上层高度12M，最底层距底板不小于08M。电缆最底层距底板不小于15M。管线敷设技术要求表8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800MM10M节100逢环必挂5M2压风管1084M根250悬吊20M3供水管1084M根250悬吊20M4排水管1084M根250悬吊30M5备用排水管1084M根按需配置6供水施救管654M根按需配置7电缆952M1000悬吊40M8其它电缆752、352、252M2000悬吊40M9电话线M1200悬吊40M10监测线M4000悬吊5M说明第五节设备及工具配备设备及工具配备表表9机械名称规格型号功率数量工具名称规格型号单位数量掘进机EBZ132218KW1电话部2对旋局扇FBD71230KW2铁锹把10胶带输送机DSJ80255KW1风镐台4调度绞车JD4040KW2大锤把2调度绞车JD114114KW3锚杆钻机MQT120台2水泵75KW3风煤钻ZQS30台2激光YBJ6001锚索涨拉仪MSY200台1锚杆拉拔仪MSY100台1风动凿岩机YT26台1力矩扳手把1第五章主要生产系统第一节通风工作面采用局部通风机、风筒压入式通风。局部通风机及其控制开关安设在1501轨道上山10M以外的进风流中，最大供风距离1500M。一、掘进工作面风量计算1、按瓦斯绝对涌出量计算Q掘125QK式中Q掘掘进工作面的需风量，M3/MIN；1251M3瓦斯稀释至浓度为08所需风量，M3/MIN；Q掘进工作面预计绝对瓦斯涌出量为185M3/MIN（预测工作面瓦斯最大绝对涌出量为10M3/MIN）；K掘进工作面通风系数，取14；则Q掘12518514324M3/MIN。2、按工作面同时工作的最多人数计算Q掘4NM3/MIN式中Q掘掘进工作面的需风量M3/MIN；4规程规定工作面每人每分钟供风量不小于4M3；N掘进工作面同时工作的最多人数，全队下井最大班14人，包括矿配备的安全、瓦检员等最多20人，考虑到必须在工作面交接班的人员，最多人数两个班在交接班时按不大于20人计算；则Q掘42080M3/MIN。根据上述计算，掘进工作面的需风量以满足排瓦斯为最大值324M3/MIN，以此为工作面需风量进行局扇选型。4、局扇选型根据计算，工作面需风量为324M3/MIN，最大供风距离1500M。据此，拟选用FBDN067230型局部通风机，该机额定吸风量为370640M3/MIN，出口风量一般不小于450M3/MIN，可以满足工作面风量要求。以该方案计算的全风压巷道配风量为Q巷Q局吸S6002564013260025838M3/MIN式中Q巷局扇安装地点全风压供风量，M3/MIN；Q局吸单台局扇最大额定吸风量，640M3/MIN；S实际测量局扇安装地点全风压通风巷道断面宽44M，均高30M，S132；5、按风速验算1验算全风压巷道风速V巷Q巷/S式中V巷按配风量计算的全风压巷道实际风速，M3/MIN；Q巷局扇安装地点全压供风量，M3/MIN；S局扇安装地点全风压巷道断面积设计4430132。则V巷Q巷/（60S巷）838/（13260）105M/S。0251054M/S2按局扇出口风量验算掘进巷道风速、按局扇中、短距离时的出口风量验算掘进巷道风速1V掘QFT12/S掘式中V掘掘进巷道实际风速M3/MIN；QFT1掘进工作面在中、短距离时风筒出口风量为640M3/MIN；S掘巷道掘进断面积182；V最小QFT1/（60S掘）640/（60182）059M/S、按局扇最远端出口风量验算掘进巷道最低风速2V掘QFT2/S掘式中V掘掘进巷道实际风速M3/MIN；QFT2掘进工作面风筒最远端时出口风量，预计最小为370M3/MIN；S掘巷道掘进断面积182；V最小QFT2/（60S掘）370/（60182）034M/S0250340594M/S经验算，风机安装处的全风压巷道及掘进巷道在中短和远距离时风速均符合煤矿安全规程规定。6、通过以上15项计算，局扇安装地点全风压通风巷道配风量为838M3/MIN，掘进工作面计算需风量324M3/MIN。根据以往本煤层掘进经验，确定选用FBDN067230型局部通风机向工作面压人式供风，出口风量最小为370M3/MIN，最大640M3/MIN，平均约450M3/MIN，满足工作面用风需要。二、局扇安装及管理1、局扇安装选用FBDN067230型局扇2台，一用一备。局扇采用在顶板吊挂方式安装于指定地点。风机安装处顶板完好、支护完整。局扇开关距吸风口5M，吸风口风罩、整流器齐全完好。吊挂风机时，必须打专用悬吊锚杆，用锚链或直径不小于155MM钢丝绳套吊挂，离地高度不小于18M。局扇配用800MM抗静电阻燃帆布风筒，主局、备局通过三叉风筒自动开闭实现切换。风筒按照方便管理和不影响行人、辅助运输的原则，吊挂于巷道非行人和矿车运行侧的顶板上皮带侧。风筒要求吊挂平直，逢环必挂，转弯使用骨架风筒，双反边连接，接口处辅以铁丝捆扎，以防脱节。顶部有锚索头时，用饮料瓶套住锚索头，防止扎破风筒。风筒有漏风眼时，必须立即修补。2、通风方法采用压入式通风，双风机、双电源，主备扇自动切换管理。3、局扇实行“三专”供电，备用局扇使用动力电源（取自动力660V总控开关的电源侧），主运局扇电源取自风机专变。4、风机使用QBZ120F专用开关,具备自动切换功能，在主局扇因故停止运转时，能立即自动启动备用局扇，确保了工作面连续供风。5、巷道常备10节以上备用风筒和2节短节风筒，并放在工作面附近，方便随时取用。三、通风系统1、进风地面主斜井井底车场轨道大巷轨道下山302轨道巷暗斜井1501轨道上山局扇风筒工作面。2、回风工作面150106回风绕道2风井主风机地面。第二节压风风源为3号地面压风机房，供风路线为主斜井压风管路清撒巷轨道大巷3轨道下山302轨道巷联络巷暗斜井1501轨道上山工作面（工作面管路108MM，风压0608MPA）。压风自救系统3号地面压风机房主斜井压风管路清撒巷轨道大巷3轨道下山302轨道巷联络巷暗斜井1501轨道上山工作面（压风自救装置在工作面附近设一组，沿途每200M一组，一般与供水施救装置成组设置在一起）。第三节瓦斯防治1、工作面风流中瓦斯浓度达到06时，必须立即停止截割，防止超限。2、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安装地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到08时，必须停止作业，进行处理；达到12时，切断电源，撤出人员。3、工作面及巷道内体积大于05M3的空间内、瓦斯浓度达20时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。4、对因瓦斯超限被断电闭锁的电气设备，必须在工作面瓦斯浓度降到08以下时，方可人工复电。5、探头位置合理，监控有效，闭锁可靠，班班检查测试。6、按规定检查瓦斯不少于3次，杜绝空检、假检、漏检。7、及时延长风筒，风筒距迎头距离符合规定。8、加强供电管理，风机班班进行切换试验，发现切换故障时立即进行检修，防止因故障造成无计划停电停风；一旦出现停风，立即切断工作面及回风流巷道的动力电源，撤出人员至全风压通风巷道。9、迎头出现煤层松软、出水、温度、瓦斯突然变化、出现其它有毒有害气体等异状时，必须立即停止掘进，切断电源，撤出人员，报告矿调度室。10、经常监测钻孔瓦斯，一旦出现异常，提前采取措施。第四节综合防尘一、防尘设施1、巷内铺设108MM静压水管，建立完善的防尘洒水管路，每隔50安设一个三通阀门。2、支路末端水压约为18MPA，管路及阀门额定耐压强度必须满足实际水压要求，防止因强度不足发生炸裂伤人。3、坚持湿式作业，有效降尘。4、班班冲洗巷道、设备。5、掘进机内外喷雾装置齐全有效，外喷雾水压达到15MPA以上，内喷雾水压达到3MPA以上，雾化效果好，能覆盖整个滚筒，且喷雾流量不得低于15L/MIN。如内喷雾水压达不到3MPA或无内喷雾装置，必须使用外喷雾和除尘器。6、煤流转载点安设喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。7、巷内安设至少两道效果良好的风水联动净化水幕，第一道移动水幕安设在距工作面3060M范围，第二道水幕安设在距第一道约30M处。水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕距顶板不得大于300MM。8、班班冲洗工作面30M范围，每天全巷道冲洗。二、个体防护接触粉尘人员必须按照规定佩戴合格的防尘口罩，迎头作业人员还需佩戴防护眼镜，以有效保护自身安全健康。三、隔爆设施的设置1、每隔200M设置1组隔爆水棚，水袋应采用横向布置长边方向垂直于巷道走向，每隔12挂一排，水袋之间的间隙与水袋同巷帮之间的间隙之和不得大于15M，距巷道顶板的距离为02，水袋与巷帮的间隙不得小于01M。2、水袋挂钩位置要对正，相向布置（吊钩尖对尖），挂钩角度为（655），钩尖长度为25MM；3、按照永久水棚设置，水量400L/M2，每组水棚总水量不少于6336L（容量60L水袋至少106个），棚区长度不小于30。4、水棚初次安装由矿通风部门负责，施工队负责日常管理，保持水袋齐全，及时加水。第五节防灭火根据设计，防尘洒水管路与消防管路共用，工作面支管由1501轨道上山主管支出，经150102回风顺槽二联巷拐入，管径108MM，沿途每隔50M设三通及阀门，末端水压不低于15MPA。皮带头、3台以上机电设备集中地点及工作面附近等处均配备至少2只手提式干粉灭火器、03M3消防砂及消防工具一套，配备能够长度能够覆盖易发生火灾地段的消防软管并与108MM主管连接。消防器材必须放置在离皮带机头、机电设备集中地点510M范围上风侧，全风压巷道应放在进风侧，且显眼、便于取用、不影响运输行人的地点。工作面附近消防器材放在掘进机二运后面较为宽敞并且不影响作业的地点。第六节安全监控一、监测仪器配置施工巷道安装3台甲烷传感器、2台馈电状态传感器、2台局扇开停传感器，风筒、风量、一氧化碳、温度、烟雾、堆煤传感器个1台，皮带机头安装自动喷雾洒水装置，1台监测分站。二、位置及要求1、甲烷传感器应垂直吊挂在支护良好的地方，距顶板不得大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。其中工作面传感器应吊挂在掘进工作面迎头、无风筒的一侧顶板，位置必须在风筒出口的靠后位置；回风流传感器吊挂在距回风口以里1015M范围内。2、开停传感器分别安设在局扇的主、备机电源开关负荷侧的电缆上。馈电状态传感器安设在工作面动力电源开关负荷侧的电缆。风筒传感器卡在迎头第二节风筒上，风筒风量传感器安设在局扇附近三叉后的第一、二节风筒之间。一氧化碳、温度、烟雾均安装在皮带机头主动滚筒的下风侧。堆煤、跑偏等传感器，安装位置按现场实际和相关规范执行。3、监测电缆、通讯电缆必须位于动力电缆上方02M以上的地方。4、具备风电、瓦斯电闭锁和故障闭锁功能。5、甲烷传感器的报警、断电、复电浓度及断电范围的设定值见下表10。6、掘进机配备机载甲烷断电仪，设定值见下表10，因调校等原因暂时无传感器时，在掘进机传感器位置悬挂便携式甲烷检测报警仪，瓦斯浓度达到表10值时，立即断电。甲烷传感器报警、断电及复电点设定值表10传感器T1工作面T2回风流T3回风混合流掘进机机载传感器报警浓度08080808断电浓度12080812复电浓度08080808断电范围掘进巷道内及联络巷全部非本质安全型电气设备。掘进机电源第七节供电一、负荷统计1、动力电源负荷统计工作面动力电源负荷统计表表11设备名称规格/型号额定功率KW额定电压KV同时工作台数计算功率KW备注掘进机EBZ1322181218皮带机DSJ802551110刮板运输机SGB420/40T40140开始时使用皮带张紧车JH855155张紧时其它动力停局扇FBDN067230160仅为备用时启动调度绞车JD25/11425/114125接力运输，不同时启动潜水泵DQW157575215照明综保ZBZ40MG401401140/660最大同时起动负荷PN1大432KW，最小同时起动负荷PN1小262KW式中PN1大动力电源同时工作的最大负荷功率总和后期皮带双机运行、风机专变检修停运及绞车水泵同时运行时最大负荷，涨紧绞车紧带时使用，不需计算在同时工作的负荷内。PN1小动力电源同时工作的最小负荷功率总和前期煤溜运行、风机专变正常运行及绞车水泵均停止同时运行时的负荷，涨紧绞车紧带时使用，不需计算在同时工作的负荷内。2、风机专用电源负荷统计风机专用电源负荷统计表表12设备名称规格/型号额定功率KW额定电压KV数量台计算功率KW备注局扇FBDN0672301140/660160正常情况下，风机电源由专变提供PN260KW式中PN2风机专用电源负荷功率总和（工作面共配备风机2台，动力、风机专用电源各带1台）。二、电气设备配备掘进工作面电气设备配备表表13设备名称规格型号单位数量用途QBZ120台5水泵及其它KBZ400台2馈电总开KBZ200台4馈电分开QBZ120F台1风机专用QBZ120N台6调度绞车ZBZ40MG台1照明信号开关附供电系统图第八节供水、排水系统一、供水系统生产用水、供水施救水源均来自3号地面净化水厂，供水管路合二为一，路线为主斜井供水管路清撒巷轨道大巷3轨道下山302轨道巷联络巷暗斜井1501轨道上山工作面。（供水施救装置在工作面附近设一组，沿途每200M一组，一般与压风自救装置成组设置在一起）。二、排水系统预计工作面涌水量极少，日常涌水主要为生产返水，需在低洼处挖小水仓，集中排除。正常情况下，巷道涌水可通过在皮带侧挖水沟自流到水仓集中排至1501轨道上山水沟。同时在皮带侧设108MM管路，自上而下依次为压风、供水、排水管路，利用专门管路挂钩平行吊挂于巷帮，管路挂钩由机修厂统一加工，工作面配备小水泵备用。排水系统为工作面150106运输顺槽低洼处小水仓潜水泵1501轨道上山水沟暗斜井水仓、排水泵管3号井底水仓井底主水泵地面。第九节运输一、运煤系统工作面落煤掘进机随机可伸缩80皮带150106运输顺槽固定皮带1501运输上山皮带。二、运料系统地面2号副斜井井底车场1501轨道上山上下车场卸车人工运输至工作面。三、轨道铺设1、轨道参数轨道铺设参数表表14项目轨距轨型水泥轨枕规格轨枕间距参数600MM22KG/M1501501200MM1000MM2、质量标准煤矿安全规程要求标准表15项目轨距轨道接头两轨轨面高低误差轨枕间距误差允许偏差25MM间隙5MM高低和内外错距2MM5MM5050MM3、其它要求（1）、同一条线路严禁使用杂拌道。（2）、轨道铺设平直，轨枕下必须垫实，严禁悬空，道心充填量为轨枕厚度的1/22/3。（3）、轨道必须构件齐全，经常检查维护。（4）、信号、摘挂钩地点施工专门硐室，规格222M。（5）、按照矿规定的标准设置“一坡三挡”装置。第十节照明、通讯及信号一、照明皮带机头设照明，127V电源取自照明信号综保。二、通讯皮带头、工作面和风机附近各安设一部电话，保证通讯便捷畅通，工作面电话滞后工作面不超过50M。三、信号皮带头、尾、绞车至信号发送地点、长度超过30M的刮板机均安设独立的声光信号，信号规定一停、二开、三松、乱点为事故。第六章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织1、劳动组织井下日出勤35人，工人按照相关法律规定实行轮流休班，月出勤22天，全队总人数根据轮流休班需要配备。2、交接班制度1、每班召开班前会后，由班队长统一带领入井。2、严格执行工作面和岗位工现场交接班制度。3、每次交接班必须将当班安全生产、设备运转、材料消耗和下班需求、遗留工作和存在问题以及接班后注意事项等交接清楚，遗留安全隐患、情况交接不清不得离开现场。4、工作面出现影响安全生产的问题及时向队、矿调度室汇报，协调处理。5、收工时将工具和设备整齐放置到指定地点，做到文明生产。6、对当班完成工程由队验收员和安全检查员进行现场验收，并填报考核表。7、现场交班后，按规定路线集体出井。3、采用“三八”制作业方式，8点班检修半班。4、劳动组织表劳动组织表表16出勤工种0点班8点班4点班合计备注队长11班长1113或跟班队长技术员11掘进机司机1113机电维修工1214综合工种555158点班检修冲洗全巷道皮带溜子司机1113运料辅助工0055局扇司机皮带司机兼验收员1每班交接班下井一次合计9121435第二节正规循环作业正规循环作业要求，施工作业必须按照劳动组织表配备人员，合理安排工序，提高工时利用率。计划0、4点班每班3排，8点班检修后完成1排，日完成7排，进度63M，正规循环率不小于85。附正规循环作业图表第三节主要技术经济指标主要技术经济指标表表17序号项目单位指标1掘进断面积均18202煤岩硬度等级F煤115、直接顶35、底板363循环平均进尺094循环数/日次75日计划进尺636正规循环率857锚杆消耗根/15568锚索消耗根/1679树脂锚固剂卷/K2335型833、Z2360型188910各种油脂消耗/0311日出勤人数人3512工效M/班人018备注第七章安全技术措施第一节一通三防安全措施一、通风及瓦斯1、局部通风机指定专人看管，保证局部通风机连续运转，任何人不得随意停运风机。2、风筒吊挂在不影响行人、材料运输位置的顶板钢带上，逢环必挂，吊挂平直，无脱节、无破口；风筒接口要严密不漏风，不得反接；转弯平缓，拐弯处必须使用骨架风筒，不得出现拐死弯。3、风筒末端距工作面一般不大于5M。4、临时停工严禁停风，长期停工时，移交通风部门按照程序处理。5、风机挂牌管理，牌板吊挂在风机旁的显眼位置。6、定期检修风机，及时发现和消除故障，确保完好，防止因故障出现无计划停风事故，检修要履行程序、停送电要审批。7、风机专用开关切换可靠，班班试验，确保主备风机能随时实现自动切换。8、因检修、停电、故障等原因造成工作面停风时，必须立即将人员全部撤至联络巷以外的新鲜风流处，并切断巷内动力电源，在巷口揭示警标并设置警戒拦人，同时向调度室、队值班室汇报。9、恢复通风前，必须首先由外向里逐段检查瓦斯，处理程序如下停风区中最高瓦斯浓度10和最高二氧化碳浓度15，且局部通风机及其开关附近10M以内风流中瓦斯浓度05，可在瓦检员的监护下，由施工队指定专职人员开启局部通风机；恢复通风后，经瓦斯检查不超限时，方可进入人员。停风区中瓦斯浓度达到1030或二氧化碳浓度超过15时，由通风区组织排放瓦斯；停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度30时，必须制订排瓦斯安全措施，报矿技术负责人批准后，进行排放；24小时内不能排放的，采取封闭措施。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得15，严禁“一风吹”，且工作面回风系统内必须断电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。已恢复通风的巷道风流中经检查瓦斯浓度10和二氧化碳浓度15时，方可由指定人员恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和工作面回风系统内的供电。10、实现“甲烷电风电两闭锁”，传感器每10天至少进行一次校验并测试其闭锁功能；必须保证双风机切换装置动作灵敏可靠，按照规定进行切换试验，每次试验后，必须填写试验记录，所有试验人员签字备查。11、正常掘进中，当回风风流中的瓦斯浓度达到06时，应及时停止割煤，排除瓦斯，防止超限。12、严禁无风、微风和超限作业。13、巷道冒顶、超高等地点，可能造成瓦斯积聚时，必须采取导风或充填措施。14、材料在宽阔地点整齐码放，保证工作面回风畅通无阻，不得有浮煤、淤泥和杂物堆积。15、通风系统合理，完善可靠，加强设施检查维护，确保通风可靠。16、瓦斯传感器吊挂位置合理，数据准确，闭锁可靠，作业过程注意保护，确保监控有效。17、严格执行瓦斯检查制度，每班检查不少于3次，并如实公示。18、做好下帮邻近150102采空区侧帮的瓦斯检查，发现巷帮瓦斯异常要仔细寻找原探水钻孔，及时封闭，防止采空区瓦斯通过钻孔泄入本巷。19、消除一切高温火源，防止引燃引爆瓦斯、煤尘。20、带好自救器，不得离身。21、队长、掘进机司机、技术员、班组长、电钳工、安检员、瓦检员必须携带便携式甲烷报警仪。22、掘进机机载断电仪灵敏可靠，因校验、检