10802下采面回风巷(410-830段)掘进作业规程

贵州诚搏煤业有限公司习水县马临工业经济区庆华煤矿掘进作业规程工作面名称10802下采面回风巷（410830M段）掘进作业规程编制人通防副总机电副矿长生产副矿长安全副矿长总工程师矿长批准日期2017年月日执行日期2017年月日10802下采面回风巷（410830M段）掘进作业规程会审记录表规程名称10802下采面回风巷（410830M段）掘进作业规程主持人记录人会审日期2017年月日参加会审人员签字职务会审意见签名通防副总安全副矿长生产副矿长机电副矿长总工矿长会审意见会审组二0一七年月日10802下采面回风巷（410830M段）掘进作业规程学习贯彻记录表贯彻人贯彻时间年月日学习人员签名姓名姓名姓名姓名10802下采面回风巷（410830M段）掘进作业规程学习贯彻记录表贯彻人贯彻时间年月日学习人员签名姓名姓名姓名姓名目录第一章概况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（岩）层赋存特征2第三节地质构造3第四节水文地质3第三章巷道布置及支护说明4第一节巷道布置4第二节矿压观测4第三节支护设计5第四节支护工艺6第四章施工工艺10第一节施工方法10第二节装载与运输13第三节管线及轨道敷设14第四节设备及工具配备15第五章生产系统15第一节通风15第二节压风18第三节瓦斯防治18第四节综合防尘19第五节防灭火20第六节安全监控21第七节供电23第八节排水24第九节运输25第十节照明、通信和信号25第六章劳动组织及主要技术经济指标25第一节劳动组织25第二节作业循环26第三节主要技术经济指标26第七章安全技术措施27第一节一通三防管理27第二节顶板29第三节防治水31第四节机电31第五节运输32第六节其它34第八章灾害应急措施及避灾路线36第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置及相邻关系本作业规程掘进的巷道为10802下采面回风巷（410830M段），该掘进工作面在10802上采面运输巷之下，从1运输斜巷上口开始施工，开口标高1058M，沿C8煤层顶板按290方位向北掘400M，转向按520方位、坡度12掘20M，掘进长度共计420M。工作面通过1运输斜巷、10802下采面回风巷（老巷段）、10802回风巷相连。二、巷道用途、性质、设计长度等10802下采面回风巷（410830M段）主要用于10802下采面通风、运输综采设备安装等用途，设计总工程量420M；属沿原生煤体掘进。附图110802下采面回风巷（410830M段）平面位置及相邻关系示意图。第二节编写依据一、巷道工程设计设计为10802下采煤工作面施工设计。二、地质说明书及批准时间10802下采面回风巷（410830M段）地质说明书，批准时间为2016年10月11日。三、矿压观测资料根据现10802上采面矿山压力观测可知，10802下采面回风巷（410830M段）与10802上采面未采距离平距相差220M，且10802上采煤工作面属正常回采阶段，应力分布已达到稳定状态，故10802下采面回风巷（410830M段）矿压显现不明显。四、其他技术规范1、矿山安全法2、煤矿安全规程3、贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法4、煤矿作业规程编制指南5、贵州省其他相关安全技术规定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10802下采面回风巷（410830M段）作业规程中关于施工巷道地面相对位置及相邻位置关系情况见表211。地面相对位置及邻近采区开采情况表211水平、采区1025M水平一采区工程名称10802下采面回风巷（410830M段）地面标高/M1329井下标高/M起点标高1058，终点标高107110地面相对位置建筑物、小井及其他位于回龙坝东面，工作面对应地面范围内主要为坡地及干涸小河沟，无建筑物及大型水体。井下相对位置对掘进巷道的影响回风巷位于一采区一水平南翼，工作面南面与1运输斜巷和10802下采面回风巷（老巷段）相连；北面与10802回风巷相连，东面为待掘10802下采面回风巷（410830M段）护巷煤柱，护巷煤柱之上为10802上采面采空区，西面为10802下采面运输巷。所以在施工该回风巷时，必须按设计方位进行施工，始终与10802上采面运输巷保持10M煤柱距离，无其它影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响本回风巷西面为运输斜巷，以下还有运输大巷，北面为1运输斜巷，东面为联络巷（老巷）护巷煤柱，南面为相邻振兴煤矿，因此无邻近采掘影响。第二节煤（岩）层赋存特征C8煤层煤厚200245M,平均煤厚227M，含夹矸一层，厚0102M，煤层顶板为深灰色薄层状炭质泥岩，粉砂质泥岩，底板为灰、深灰色薄层状炭质泥岩。煤层结构简单；煤层厚度稳定。煤层特征情况表指标参数平均煤层厚度（最大最小/平均）/M24205227煤层倾角（最大最小/平均）/（）151012煤层硬度F2225煤层层理（发育程度）稳定煤层节理（发育程度）发育自然发火倾向类不易自然相对瓦斯涌出量/（MT1）1746煤尘爆炸指数/无地温/17煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性间接顶粉砂质泥岩02M硬顶板直接顶粉砂质泥岩50M硬伪顶炭质泥岩02M硬直接底粉砂质泥岩20M硬底板间接底粉砂质泥岩10M硬二、瓦斯等级、煤层瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出、煤尘爆炸性、煤层的自燃倾向性1、瓦斯等级贵州省能源局文件（黔能源煤炭2012494号）“关于遵义市工业和能源委员会关于呈报2012年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告的批复”，习水县庆华煤矿瓦斯绝对涌出量497M/MIN，相对涌出量1746M/T；二氧化碳绝对量084M/MIN，相对量270M/T，鉴定结果为高瓦斯矿井。2、瓦斯涌出量根据相邻巷道C8煤层的瓦斯涌出情况得知C8煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为036M/MIN，相对瓦斯涌出量为70508M3/T。3、煤与瓦斯突出鉴定中国矿业大学2008年4月17日提交的习水县天星煤业C5、C8及C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定结论，C8煤层在开采标高1050M水平以上时不具突出危险性，C12煤层在开采标高1035M水平以上时不具突出危险性，属非突出危险煤层。故庆华煤矿为高瓦斯矿井，通过以上习水县天星煤业C5、C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，10802下采面回风巷（410830M段）无突出危险。4、根据2011年4月22日贵州省煤田地质局实验室对庆华煤矿5、8、12号煤层进行了煤尘爆炸性鉴定，并提交了煤炭鉴定报告，本矿5、8、12号煤层无爆炸性。5、根据2011年4月22日贵州省煤田地质局实验室对庆华煤矿5、8、12号煤层进行了煤炭自然倾向等级鉴定，并提交了煤炭自燃倾向等级鉴定报告，本矿5、8、12号煤层煤炭自燃倾向等级为类，属不自燃煤层。第三节地质构造10802下采面回风巷（410830M段）施工于C8煤层中，根据相邻巷道施工情况来看，施工区域内地质构造简单，无大、中型的构造破坏，围岩较为稳定，基本上对掘进无较大影响。第四节水文地质由于浅部开采历史悠久，各煤层浅部均有开采，特别是露头线附近均有老窑分布，并且不规范，或深或浅不一，可能局部有积水；区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位开始回升，69月为最高值，其间出现23次峰值，1012月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。回风巷位于一采区一水平南翼，工作面南面与1运输斜巷和10802下采面回风巷（老巷段）相连；北面与10802回风巷相连，东面为待掘10802下采面回风巷（410830M段）护巷煤柱，护巷煤柱之上为10802上采面采空区，西面为10802下采面运输巷。因此，回风巷四面都有早年布置的巷道，只有东面护巷煤柱之上10802上采面采空区存在少量积水，从老巷揭露的情况来看，只有少量渗透水沿1运输斜巷流出，并与最低1025M水平的运输大巷相通，掘进期间在回风巷上帮顺巷道方向每隔5M间距沿煤层倾向向空区施工一个孔径65MM探放水钻孔，准确掌握采空区积水情况，及时采取防治水措施。故回风巷掘进不受水害威胁。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、该掘进工作面从1运输斜巷上口开始施工，开口标高1058M，沿C8煤层顶板按290方位向北掘400M，转向按520方位、坡度12掘20M，掘进长度共计420M。二、断面形状（平巷和斜巷断面形状相同）采用梯形断面，净断面1000，掘进断面1108。（净宽40M，下墙净高20M，上墙净高300M，中部净高为25M）。附图2、10802下采面回风巷（410830M段）施工断面图。三、支护形式（平巷和斜巷断面形状相同）支护采用锚杆锚网锚索钢带联合支护。附图3、10802下采面回风巷（410830M段）锚杆锚网锚索联合支护示意图。附图4、锚杆锚索钢带联合支护平面图。第二节矿压观测一、矿压观测1、观测对象10802下采面回风巷（410830M段）。2、观测内容巷道顶板离层量，底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。3、观测方法、巷道交叉口位置开始安设顶板离层仪，巷道每掘进50M安设一个顶板离层观测仪。顶板离层仪每7天观测一次，观测顶板离层仪深部离层位移量和浅部离层位移量。、巷道掘进过程中遇构造带要加设顶板离层观测仪，遇顶板破碎带时顶板离层仪每隔30M安装一组。、用LDZ200型锚杆拉力计检测顶、帮锚杆锚固力，每3050M一组进行测试，每组3根。、用YCD型张拉千斤顶检测锚索抗拔力，每3050M一组进行测试，每组1根。三、数据处理1、每7天对每个测站进行顶板离层量、顶底板相对移近量进行观测、记录、存档；对锚杆、锚索荷载进行观测、记录并存档。2、施工队每隔3050M对锚杆锚固力和锚索抗拔力进行测试，锚杆每组测试3根（两帮、顶板各1根），锚索每组测试1根，并记录存档。第三节支护设计一、永久支护采用锚杆锚网锚索钢带联合支护。二、采用锚网支护时锚网支护设计按悬吊理论计算锚杆参数如下1锚杆长度计算LKHLL12式中L锚杆长度，M；H冒落高度，M；K安全系数，一般取K2；L锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取08M；1L锚杆在巷道中的外露长度，一般取010M。2其中H04MFB504式中B巷道开掘宽度，取40M；F岩石坚固性系数，C8顶板岩层取5；则LKHLL2040801017M，施工时取20M。122锚杆间距、排距计算令间距、排距均为A，则AKHRQ式中A锚杆间排距，MQ锚杆设计锚固力，60KN/根；K安全系数，一般取K2；H冒落高度取046M；R被悬吊岩层的重力密度，取26KN/M3A1584M，施工间排距取A800MM。KHQ2640由于本矿顶板岩性为粉砂岩，顶板稳固性较差，结合以上计算依据，选用18MM、长度2000MM的螺纹钢锚杆，锚杆间距顶锚为600MM、帮锚为800MM，排距均为900MM。三、巷道交叉口锚索支护1、巷道交叉口锚杆锚索架钢梁进行联合支护。第四节支护工艺一、支护材料及支护参数锚网支护参数锚杆A顶锚杆采用18MM阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆杆体长2000MM,孔深1900MM。B左帮锚杆采用18MM阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋塑料锚杆，锚杆杆体长2000MM,孔深1900MM。C）右帮锚杆采用18MM阻尼式螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚杆杆体长2000MM,孔深1900MM。锚固剂使用树脂锚固剂，顶锚杆采用每孔装MSCK2335（快速）2卷，帮锚杆采用每孔装MSCK2835（快速）2卷。托盘锚索采用规格为矿用11工字钢切割成长300MM的铁托盘，左帮锚杆采用塑料锚杆配套的塑料托盘，顶部和右帮采用树脂锚杆配套的碟形钢托盘。锚杆间排距顶锚杆的间距为600MM,左、右帮的锚杆间距为800MM,排距均为900MM。锚固力顶部锚杆预紧力为锚杆机转不动为止，帮部锚杆预紧力锚固工具转不动为止。锚杆角度顶部靠帮第一根锚杆与垂直线成15夹角，其它锚杆均与巷道的顶帮轮廓线垂直布置，误差不超过5。锚杆托盘必须托紧岩面，螺母要拧紧，锚杆外露丝露出螺母1040MM锚索锚索选用为6000MM,间距为1600MM，排距为1500MM。在顶板破碎的情况下，根据现场顶板破碎情况，适当增加锚索的长度，合理的调整间、排距。现场必须根据顶底板岩石的裂隙带的高度，及时调整锚索的长度，以确保锚索深入稳定岩层10M以上。并严格执行锚索操作说明及注意事项。铺网该巷道的顶帮均铺设金属网，金属网采用8号铁丝编制而成，其规格为10M9M和20M5M，网孔为60MM60MM的菱形网，要求网与网之间的搭接100MM，每200MM联一扣，每扣拧23圈，联网丝采用12号铁丝。锚杆（索）角度及外露要求顶锚杆（索）垂直于顶板（上肩窝顶锚杆应与顶板垂直线线20夹角）；两肩窝帮锚杆与水平线成30仰角；两帮底角锚杆与水平线成30夹角深入底板，所有锚杆角度误差不超过10。锚杆露出螺母长度为1040MM，锚索露出锁具长度为150250MM，否则必须重新处理。质量要求。严格按照锚网支护工程质量规定表要求执行情况见表341表341锚网巷道支护工程质量规定质量要求及允许误差检查项目合格/MM优良/MM1锚杆、网、钢带、螺母、托盘等材料的材质、规格、品种、结构、性能、锚杆强度符合设计、作业规程及规范规定2锚固剂的材质、型号、规格、强度、锚固力符合设计、作业规程及规范规定保证项目3托盘、锁具的规格、材质、性能，钢绞线破断载荷符合设计、作业规程及规范规定1巷道净宽03002巷道净高03003锚固力最低值不小于设计904锚杆施工质量安装牢固、托盘基本紧贴煤壁、无松动5锚杆、锚索预紧力最小值不小于设计906锚网、钢带质量符合设计、规程规定，钢带、金属网紧贴煤壁，网间压紧帮扎牢固，压茬好7锚杆快速承载规定时间里，锚固力最低值不小于设计90基本项目8锚索施工质量符合设计、规程规定，托盘施加预紧力。紧贴托盘允许偏差项目允许偏差/MM1锚杆间排距（5050）2锚杆孔深度0303锚杆角度符合设计要求，误差不超过54锚杆外露长度露出螺母1040MM5锚索孔距1506锚索深度02007锚索角度符合设计要求，误差不超过58锚索外露长度150250MM二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中线和设计的施工层位严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理，打眼前要先敲帮问顶，仔细检查帮顶围岩情况，找掉活矸（煤）、危岩，确认安全后，方能开始作业，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过5锚杆眼深度与锚杆长度相匹配，锚杆眼打好后，应将眼内的煤渣、积水清理干净；打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里按先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆、锚索安装顶部锚杆用锚杆钻机打完眼后，将MSCK2335（快速）2卷，一前一后首尾相连装入钻孔，然后使锚杆顶住最后一卷锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，变搅拌边将锚杆推入孔底，搅拌时间为1530S，等待1015S后操纵锚杆机拧紧锚杆螺母，锚杆预紧力不少于150NM。安装帮部锚杆用风动锚杆机打完眼后，将MSCK2835（快速）2卷，一前一后首尾相连装入钻孔，然后使锚杆顶住最后一卷锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，变搅拌边将锚杆推入孔底，搅拌时间为1530S，等待1015S后操纵锚杆机拧紧锚杆螺母。安装锚索用风动锚杆机打完眼后，将MSCK2335（快速）4卷，一前一后首尾相连装入钻孔，然后使锚索顶住最后一卷锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，边搅拌边将锚索推入孔底，搅拌时间为1530S，等待1015S后取下锚杆机，用锚索张拉机将方形托盘、锚具拧紧。3、临时支护方式采取锚杆控顶支护作为临时支护。1、掘进进度足1M时作业人员必须施工34根锚杆控顶作为临时支护，掘进进度足2M，必须按永久支护规格支护到位后，才允许恢复下一循环作业。2、施工中，施工队发现碛头岩层层理紊乱、岩性变化等异常情况时，锚杆改用锚索增加锚固长度。施工中，若遇地质条件发生变化或威胁人身安全时，必须立即停止作业，及时撤出人员，并向调度室汇报，听候处理。3、该掘进工作面必须配备2把二锤，以备使用。四、锚杆（索）施工安全措施1、开钻前必须检查锚杆钻机开关是否灵敏可靠，风水管是否够长，风动锚杆机油量是否足，各接头联接是否牢固可靠，钻杆是否弯曲，并将袖口系好。2、操作者保持平衡，防止猛升猛降，左右摆动。打眼时，其它人员站在控制臂为水平状态时的半径外，接钻杆时任何人不得站在钻孔或钻杆正下方。3、安装锚杆（索）时，操作人员分腿站立，握紧把手，防止脱手和失去平衡。安装锚索时扶钻机不少于2人。4、打眼人员必须保持注意力高度集中，发现夹钻，有透水征兆、瓦斯超限时，必须立即停止打眼，撤到安全地点。5、锚索打眼时要保持钻机底部不挪动，以保证钻孔成一直线。6、供风软管口不准对准人，勿用压风吹身体或衣服，所用软管接头要用安全专用接头，禁止用破损软管。7、拆接风管前，必须先关闭风管阀门。8、打完锚杆后，将风动锚杆钻机靠帮上架挂好、挂牢，风水管盘好，并搞好工作面文明生产。五、综掘机施工安全措施、综掘机司机必须是专职司机，持证上岗，司机要达到会使用、会维护、会保养、会检查和会排查故障，禁止非专职司机操作。2、综掘机每班必须配备一名专职司机，综掘机司机操作严格执行掘进机司机操作规程规定。3、综掘机开机前，机组前后5M范围不得有人，割煤前必须提前发出警报，启动截割部延时必须在8S以上，截割部电机应空载启动。4、要保证照明正常、急停开关灵敏可靠，各类保护齐全有效。5、司机不得擅自离开工作台，离开时应向工作面作业人员说明，必须断开掘进机上的电源开关（照明电源除外）。6、操作综掘机进退时，司机要与副司机密切配合，严格关注两帮及顶板已打设的永久支护，严防掘进机挂坏，对挂坏的支护当班处理。7、当遇到大炭卡溜时，要及时切断机组电源，正副司机用大锤人工破碎后方可开机继续掘进，禁止用刮板输送机强拉。8、用综掘机截割头割底板时，禁止抬起铲板，掘进机前进后退，左转右转时，必须抬起铲板。9、掘进施工过程中，必须由看护机尾工，监护转载皮带和DSJ800皮带机尾的运转正常，并看护随机电缆、水管，保证完好。10、割煤完毕后，要将综掘机退出工作面炮头落地，切断闭锁掘进机电源后人员方可进入工作面实施支护作业。11、坚持综掘机的日常检修和维护，综掘机开启过程中司机要严密观注运转、倾听声音，有异常及时停机检查，严禁机组带病运转或甩保护运行。12、更换截齿或检修掘进机各部位时，必须切断电源控制回路开关，设专人监护。严禁任何人在掘进机截割臂下停留、检修和穿越。13、割煤时要开启内外喷雾，保证内外喷雾效果，保证掘进机油温正常和割煤时降尘。14、掘进机要定期保养检修，易损件要及时更换，定期对各部位进行润滑，及时检查油位，油量不足时要及时加油。15、机组爬坡大于180时，必须增加防退装置。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法1、巷道施工方法巷道掘进采用综掘机掘进。2、从1运输斜巷上口开始，沿C8煤层顶板以290方位角为巷道中线掘进400M，再转向按520方位角为巷道中线、坡度12掘20M。，通过采用EBZ160型掘进机截割落煤达到净宽40M，下墙净高20M，上墙净高300M，中部净高为25M。3、使用MQT型风动钻机及风煤钻打眼安装锚杆、锚索。二、施工工艺流程1、采用掘进机切割以290方位角为巷道中线掘进400M，再转向按520方位角为巷道中线、坡度12掘20M。采用EBZ160型掘进机截割落煤形成回风巷，掘进机割煤按照截割路线及所需排距要求作业，保证顶平、帮直，截深达要求，截割完毕出煤后，掘进机截割头落地并闭锁机组一切动力电源（仅保留照明），司机监护操作台。敲帮问顶作业人员进入工作面前，班组长利用长柄工具站在完好支护下进行认真的敲帮问顶后，并确认无异常时方可进入工作面进行下一工序作业。2、临时支护和永久支护采取锚杆控顶支护作为临时支护。临时支护掘进进度足1M时作业人员必须施工34根锚杆控顶作为临时支护。永久支护采用锚杆锚网锚索钢带联合支护作。掘进进度足2M，必须按永久支护规格支护到位后，才允许恢复下一循环作业。钻顶部锚杆眼、安装顶部锚杆、联顶布网使用双钻机打顶眼一台钻机负责先打顶中部眼及一侧的锚杆，另一台钻机可在远离第一台钻机的位置处打设锚索及另侧的锚杆，施工时钻机必须支设牢固且保证钻机间距。打眼时先用10M短钻杆，后换20M长钻杆，采用28MM钻头，钻孔时，锚杆机升起，使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为200030MM，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。安装锚杆和钢带利用锚杆杆体将二支MSCK2335树脂药卷轻推送到顶眼孔底。锚杆杆体套上钢带、托板、螺帽及带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起并开动钻机搅拌树脂药卷，搅拌过程要连续进行。搅拌时间为1530S，中途不得间断，使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体，并使安装的锚杆初次预紧。停机后，使用开口扳手将搅拌螺帽拧下，用专用气扳机（或专用扳手）将锚杆螺帽最后拧紧。联网顶网采用对接形式联结，使用16铅丝双丝双扣孔孔相联。3、钻两帮锚杆眼、安装帮锚杆、锚网先人工采用手镐把待支护两帮进行刷齐、刷平（片落形成的塌陷随平）。操作风煤钻按设计角度及位置打设帮眼，眼深200030MM，采用28MM钻头，打眼时，一人操作风钻一人在一侧用管对准眼位洒水消尘。铺上网片，利用锚杆杆体将二支MSCK2335树脂药卷轻推送到帮眼孔底，锚杆杆体套上托板、螺帽及带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与风煤钻连接，开动风煤钻搅拌树脂药卷，搅拌过程连续进行。搅拌时间为1530S，中途不得间断，使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体，并使安装的锚杆初次预紧。停机后，使用开口板手将搅拌螺帽拧下，用专用气扳机（或专用搬手）将帮锚杆螺帽最后拧紧。铺锚网网片采用搭接形式连结，使用16铅丝双丝双扣孔孔相联。4、锚索施工锚索打设于锚杆架间。两人利用风动钻机配B18中空六方接长钻杆和22MM双翼钻头按设计位置钻孔，孔深控制在600030MM内。利用锚索将四支MSCK2335树脂药卷轻推送入孔底。锚索下端用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索插至孔底后，搅拌时间为1530S，确保搅拌均匀。停止搅拌，下缩钻机卸下搅拌器。张拉锚索装上托板、锚具，用张拉千斤顶张拉锚索到20MPA之后卸下千斤顶。锚索露出锁具长度150MM250MM。5、撤出工作面人员、机具进行下一循环。三、综掘机切割方法（一）切割顺序移动掘进机，使掘进机紧贴巷道底板帮行走，当截割头靠近迎头煤壁时，按下述顺序切割作业。1、掏窝槽做好准备工作，使整个系统处于待命状态。依次启动油泵、转载机、掘进机刮板机，打开喷雾阀门。空载启动切割系统。启动行走系统，使掘进机向前移动，空转切割头，接触煤壁后，同时左右摆动切割头，摆动量约为300MM400MM，切割头进入煤壁的深度达到规定要求，即完成掏槽作业。2、横向切割关闭行走系统，落下后稳定器及铲板。驱动切割头，沿断面宽度水平摆动，开掘横槽。3、跨距切割横槽到位后，抬高或下落切割头，同时左右摆动切割头，每次抬高（降低）量不应超过150MM。重复抬高（或下落）和水平摆动切割头，使切割头的升高（或下降）达到规定距离。4、重复进行跨距切割和横向切割，使巷道达到规定的宽度、高度。5、后退掘进机，使掘进机紧贴巷道下帮行走，边行走边出煤重复切割，使下帮达到规定的宽度、高度。6、注意事项根据现场选择合理的切割路线。掘进作业时，切割臂不得处于极限位置，应向内回摆150MM200MM，当遇到不能切割时，应退出掘进机，用炮掘法施工（另外编制补充措施）。截割头不许带负荷启动，禁止超负荷运转。截割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起。无防尘和冷却水严禁开动掘进机。掘进机必须配备正副司机2名，正司机负责操作，副司机负责安全监护。掘进机必须有报警信号，切割前必须发出报警信号。只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。开动综掘机后，应有专人看综掘机电缆和在跑道上运行情况，防止压或拽断电缆或掉道。如果煤层松软时帮顶煤层各预留100MM200MM保护层，然后用镐刨够设计尺寸。掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。附图510802下采面回风巷（410830M段）掘进机切割路线图。第二节装载与运输一、装煤方式装煤采用综掘机装煤。二、运输方式及路线1、煤矸运输路线、运输方式运输采用综掘机落煤、装煤，皮带运输机运输。、运输线路工作面落煤、运煤（综掘机）10802下采面回风巷（410830M段）（皮带运输）10802下采面回风巷（老巷段）（皮带运输）10802下采面切眼（皮带运输）10802下采面运输斜巷（皮带运输）溜煤眼（自溜）一石门（矿车装载、机车运输）底板运输大巷（机车运输）环形车场（机车运输）主平硐（机车运输）地面。2、材料运输路线、运输方式在10802下采面回风巷绞车硐室（下采面切眼上口）安装一台25KWJD16的调度绞车专为10802下采面回风巷提升材料。材料采用人工装车，机车运输，绞车提升。、运输线路地面人工装车主平硐（机车运输）环形车场（机车运输）底板运输大巷（机车运输）一石门（机车运输）一石门车场调度绞车提升至10802下采面回风巷人工转运至切眼掘进工作面。附图610802下采面回风巷（410830M段）运输系统示意图。第三节管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的风水管、电缆、监控线、风筒均按管线布置图中规定的位置吊挂牢固整齐。1风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供水管路使用DN80钢管、供风和排水管路使用DN50钢管，距工作面20M范围内使用胶管。2风筒、监控线风筒吊挂在巷道右帮距顶板16M位置，监测线挂在电缆挂钩最上一钩内。风筒使用直径为800MM胶质柔性风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒出口距工作面不得超过10M。附图710802下采面回风巷（410830M段）管线布设图。第四节设备及工具配备掘进所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量。设备及工具配备表表1序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1综掘机EBZ160台12隔爆型油冷式电动滚筒带式输送机YDB台23固定式带式输送机DGT80100M台2可伸缩带式输送机DSJ80/40/55型台14局部通风机FBDNO63/230台2对旋式风机5气动锚杆钻机MQT85台46风煤钻MQS50/17型台47锚索张拉千斤顶YCD型台28锚杆拉力计LDZ200型台19激光指向仪JZB1台110真空馈电开关KBZ400台211真空磁力起动器QBZ200台312综保ZBZ40/127V台113煤矿坑道液压钻机ZDY1250台114移动变电站KBSGZY800台115监控分站KJ90F16台1KG9701A台216甲烷传感器KG9001C台317一氧化碳传感器GTH500B台118温度传感器KGW6台119风向传感器GFW15台120风筒风量开关传感器GFK70（A）型台121风水泵BQF型台1附图810802下采面回风巷（410830M段）掘进工作面设备布置示意图第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离掘进通风采用压入式通风，最长供风距离为1000M,配合800MM的胶质双抗风筒进行压入式通风。风筒敷设方式采用钢丝牵引吊挂在巷道帮。2、供风路线采用230KW对旋式局部通风机作10802下采面回风巷碛头单独供风。通风路线进风路线主平硐南翼进风大巷一石门10802下采面切眼10802下采面回风巷（410830M段）。回风路线一路，10802下采面回风巷（410830M段）1运输斜巷10802下采面运输巷10802下采面运输巷专用回风巷采区回风上山。二路，10802下采面回风巷（410830M段）10802下采面回风巷（老巷段）10802下采面切眼2联络巷1运输斜巷10802下采面运输巷10802下采面运输巷专用回风巷采区回风上山。三路，10802下采面回风巷（410830M段）10802下采面回风巷（老巷段）10802下采面切眼10802下采面运输斜巷10802下采面运输巷10802下采面运输巷专用回风巷采区回风上山。附图910802下采面回风巷（410830M段）通风系统示意图。瓦斯检查瓦斯检查员必须每班对下采面回风巷（410830M段）碛头及回风、2联络巷栅栏和1运输斜巷控风设施位置的甲烷和二氧化碳浓度进行进行检查，严格执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，严禁瓦斯超限作业。三、掘进工作面需风量计算1、综掘工作面需风量计算1）按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘100Q掘KD1002016320M3/MIN式中Q掘掘进工作面实际需风量，M3/MIN；Q掘综掘工作面绝对瓦斯量，根据（2015年收集相邻巷道10802运输巷C8煤层绝对瓦斯涌出量最大值为0395M3/MIN，本规程取20M3/MIN；KD掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，一般取1520，本规程取16。2）按最多工作人员数量计算Q4NK420135108M3/MIN式中Q掘进工作面实际需要风量，M3/MIN；N井下掘进工作面同时最多人数，取20人；4每人每分钟供风标准，M3/MIN人；K风量备用系数，K135。综上所述掘进工作面风量验算按最低风速验算。QMIN02560S025601000150M3/MIN。S掘进工作面断面为1000M2。按最高风速验算。QMAX460S46010002400M3/MIN通过验算，150M3/MIN320M3/MIN2400M3/MIN（QMINQQMAX）掘进工作面风速符合煤矿安全规程规定。通过计算和验算，该掘进工作面配风量确定为320M3/MIN。2、局部通风机吸风量计算及选型Q吸QQ漏QQ5L/10032032051000/100346M3/MIN式中Q吸局部通风机吸风量，M3/MIN；Q掘进工作面配风量；5风筒百米漏风率，取5；L风筒长度，取1000M。根据掘进工作面风量计算和验算，该掘进工作面选取FBDNO63/2X30对旋轴流式风机，配直径800MM的胶质风筒为掘进工作面供风，局部通风机吸风量不小于346M3/MIN。3、局部通风机安装规定1）、局部通风机安装地点风量计算QQ吸I60015S34616001511445M3/MIN式中Q局部通风机安装地点需风量，M3/MINQ吸局部通风机吸风量，M3/MINI掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台。S局部通风机安装地点巷道断面，11M2通过计算，该掘进工作面局部通风机安装地点风量不小于445M3/MIN。2）局部通风机距掘进巷道回风口的距离不得低于10M。3）局部通风机吸风口必须有风罩，高压部位（包括电缆接线盒）有衬垫，不漏风，吸风口距离巷道底板不得低于03M，局部通风机吸风口5M内不得有设备，局部通风机与轨道之间的距离不得低于05M。4、局部通风机采用“双风机、双电源”，并能自动切换，局部通风机必须采用三专专用开关、专用电缆、专用变压器供电，并实行风电闭锁。局部通风机主扇及备扇的两级均要安设开停传感器。5、局部通风机的安装位置局部通风机安装在一石门全风压新鲜风流中。且局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合煤矿安全规程第一百三十六条的要求。第二节压风一、压风机安装位置及供风路线1、压风机安装位置掘进工作面风源来自地面空压机房，空压机选用OG90HA和OGLG90HA型各一台。一台工作一台备用。2、供风路线压风自空压机房副平硐采区轨道上山10802下采面运输巷10802下采面运输斜巷10802下采面切眼10802下采面回风巷（老巷段）10802下采面回风巷（410830M段）掘进工作面，压风主管为DN80铁管，用DN50铁管和2寸胶管送到工作面；机房风压为0708MPA，工作面风压不小于04MPA。二、压分自救系统1、压风自救系统设置要求井下压风自救系统的压缩空气，来源于地面压风机房。压风自救系统应在距掘进工作面2540M的巷道内安设一组压风自救系统、掘进工作面应每隔50M，设置一组压风自救系统；每组压风自救系统，可供58人使用，每人供风量必须大于01M3/MIN。附图1010802下采面回风巷（410830M段）压风自救系统示意图。第三节瓦斯防治一、瓦斯抽放1、在施工前，由通风科编制10802下采面回风巷延伸段（及10802下采面回风410830M段）瓦斯抽放设计和安全技术措施落实瓦斯抽放工作，执行“先抽后掘”的瓦斯治理措施，采取预抽煤层瓦斯的方法从根本上治理瓦斯，杜绝瓦斯超限。2、为了“安全第一、预防为主”，在执行先抽后掘的基础上，必须执行局部综合防突措施，由通风科编制10802下采面回风410830掘进工作面防突设计，落实防突施工工作，经验证为无突出危险后，按照总工程师批准的允掘距离组织掘进，必须保证足够安全距离。二、本工程掘进期间必须严格执行以下措施1、必须保证掘进工作面通风稳定可靠，瓦斯等有害气体浓度不超限。严禁无风、微风、循环风冒险作业。2、施工队每班必须携带和使用好便携式甲烷检测报警仪，并悬挂在距离掘进工作面5米范围内，严禁瓦斯超限作业。3、严格瓦斯管理，每班由矿方安排专职瓦斯检查员对该掘进工作面进行瓦斯巡回检查，每班至少检查3次。4、掘进工作面必须按规定位置设置甲烷传感器，局部通风机设置开停传感器，在距风筒出风口5M处安设风筒风量开关传感器。5、局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电、实现二闭锁（风电闭锁和甲烷电闭锁）。6、施工中发生停电停风时，必须立即停止工作、将人员全部撤至全风压进风流（一石门岔道口）处，切断电源，设置栅栏、警示标志，禁止人员入内。恢复正常通风后必须先检查瓦斯，严禁不检查就盲目送风，只有恢复通风的巷道风流中甲烷浓度不超过08和二氧化碳浓度不超过15时，以下后方可恢复作业。第四节综合防尘一、防尘供水管路系统副井地面1160M水平建设了一座250M3的消防水池,在风井建设了一座150M3的消防水池，在主井建设了一座500M3的消防水池，三个消防水池均安装80MM主管道均与主井防尘供水管路联通。10802下采面回风巷巷道内每隔40M设一个三通阀门接软管冲洗巷帮和在各转载点设置防尘装置用。二、综合防尘措施1、开口以上40M内设置一组喷雾洒水装置,每组喷雾装置不少于3个喷淋头,起到净化风流的效果。2、综掘机必须使用内外喷雾装置，内喷雾装置的工作压力不得小于2MPA，外喷雾装置的工作压力不得小于4MPA。3、采用湿式打眼、装煤洒水、冲洗巷帮、净化风流，正确使用压气喷雾装置，加强通风除尘。4、佩戴好个体防尘口罩。5、定期冲洗巷道，防止煤尘堆积。6、在10802下采面回风巷（老巷段）、10802下采面切眼和10802下采面运输斜巷转载点、一石门溜煤眼上口、溜煤眼下口设置防尘水雾。三、隔爆水棚的安装1、布置方式的确定根据开采设计方案要求，辅助隔爆水棚安装方式采用集中式布置。集中式水棚位于一短段巷道里，两排水袋架之间的净间距不大于3M。2、隔爆水棚架设的要求水棚应设置在巷道的直线段内，水棚安设前后各20M的巷道断面应一致。水棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60160M，但不大于200M。与巷道交叉口、转弯、变坡处之间的距离不得小于50M，与风门、调节风门距离大于25M。水棚排间距主隔爆棚为25M，辅助隔爆棚为20M；主隔爆棚的棚区长度不小于30M，辅助隔爆棚的棚区长度不小于20M；主隔爆棚，每组24架，每架2个，每个80L，总水量为3840L，辅助隔爆棚每组20架，每架2个，每个40L，总水量为1600L。水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置。在倾斜巷道中，安装水袋棚时，棚子与棚子之间应用铁丝拉紧，以免水袋棚之间晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保持水平。第五节防灭火根据贵州省煤田地质局实验室2005年12月9日提交的习水县庆华煤矿C8煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告和贵州省煤田地质局实验室2006年9月18日提交的习水县庆华煤矿C8煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告，C5、C8和C12煤层其煤炭自燃倾向等级为三类，属不易自燃煤层。故掘进过程中主要的预防外因火灾。防火重点是电气事故引起的火灾、电缆、机械摩擦和人为火灾等。防灭火水源及管路安装利用防尘系统。自风井消防水池供水经副平硐上部车场采区轨道上山10802下采面运输巷10802下采面运输斜巷10802下采面切眼10802下采面回风巷（老巷段）10802下采面回风巷（410830M段）掘进工作面。附图1110802下采面回风巷（410830M段）防尘系统示意图。第六节安全监控一、便携式甲烷检测报警仪的配备和使用矿长、矿总工程师、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工等下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪和便携式甲烷检测报警仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪。对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。班组长应把便携式瓦检仪悬挂在掘进工作面5M范围内风筒另一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近20M范围内检查瓦斯气体浓度，有报警信号时必须停止作业，进行处理。二、监测系统的配备和使用1、监控系统的设备与设施本矿采用重庆煤科院KJ90NB安全监控系统；分站型号为KJ90F16型，甲烷传感器型号T2、T4、T5、T6、T7、T9为KG9701A，T1、T3、T8为KG9001C；断电器型号为KGD3K，CO传感器型号为GTH500B，风筒风量开关传感器型号为GFK70（A）型。2、监控系统的设置本巷道在掘进时共安装甲烷传感器9台距离碛头5M的位置设置一台（T1，在10802下采面回风绞车硐室设置一台（T2，在10802下采面切眼距离10802下采面切眼入口10M15M的位置设置一台（T3，在1运输斜巷距离1运输斜巷下口6M位置设置一台（T4，在下采面运输巷2临时避难硐室设置一台（T5，在10802下采面运输巷中部设置一台（T6，在下采面运输巷1临时避难硐室设置一台（T7，在10802下采面运输巷距离10802下采面运输巷专用回风出口10M15M的位置设置一台（T8；在综掘机上设置一台机载式甲烷传感器（T9。在距风筒出风口5M处安设风筒风量开关传感器1个，用于检测局部通风机内的风量，实时对风筒内风量进行监测；在10802下采面切眼距离10802下采面切眼入口10M15M的位置和10802下采面运输巷距离10802下采面运输巷专用回风出口10M15M的位置分别设置一台CO传感器，以实时监测10802下采面回风巷掘进工作面和10802下采面运输巷防突施钻的CO浓度；在10802下采面切眼距离10802下采面切眼入口10M15M的位置和1运输斜巷距离1运输斜巷下口6M位置分别设置一台风速传感器，在一石门风机安装位置安装2台设备开停传感器，时时监测掘进工作面的局部通风机开停状态；在一石门和10802下采面运输巷风门外面分别安装1台远程断电仪，当掘进工作面的甲烷浓度达到规定的范围和局部通风机停止运转时，能控制掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。甲烷传感器、CO传感器均安设在风筒对侧，距巷顶不得大于300MM，距巷帮不得小于200MM。在10802下采面回风巷掘进工作面进风的分风口（一石门）必须设置风向传感器一台，同时在局部通风机处安设监测分站一台，2台局部通风机供风的地点都必须同时实行风电闭锁和甲烷电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或者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。安全监控系统必须具备甲烷电闭锁和风电闭锁功能。甲烷、CO传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围传感器设置地点传感器编号报警浓度断电浓度复电浓度断电范围掘进工作面瓦斯T110CH415CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备10802下采面回风绞车硐室T210CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备掘进工作面回风瓦斯（10802下采面切眼）T310CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备老巷瓦斯1运输斜巷）T410CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备2临时避难硐室T510CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备巷道中部瓦斯（10802下采面运输巷）T610CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备1临时避难硐室T710CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备10802下采面运输巷距专回口10M15M处）T810CH410CH410CH4掘进巷道内全部非本质安全型电气设备掘进机T910CH415CH410CH4掘进机电源CO传感器（掘进回风和下采面运输巷）000240002400024掘进巷道内全部非本质安全型电气设备安全监控设备必须定期进行调试、校正，安全监控设备每月调试、测试1次，甲烷传感器和便携式甲烷检测报警仪每15天调校1次。甲烷电闭锁和风电闭锁功能每15天至少测试1次。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障处理期间必须有安全措施。附图1210802下采面回风巷（410830M段）安全监控系统示意图。第七节供电我矿井下高压采用10KV供电，由中央变电所负责向回风巷掘进机械局部通风机供电。高压设备采用PBG200/10Y型高压隔爆真空开关,工作面回风巷电滚筒皮带和开切眼皮带输送机、10802下采面运输斜巷电滚筒皮带、回风巷调度绞车、乳化泵供电电压采用660V，综掘机采用移动变压器进行供电，供电电压1140V。中央变电所距掘进工作面1800M左右。局部通风机采用两趟三专电源进行供电。供电路线三专供电中央变电所采区运输上山底板运输大巷一石门大巷。660V供电中央变电所采区运输上山区段运输巷10802下采面运输巷下采面回风巷。1140V供电地面变电所主平硐移动变电站南翼进风大巷一石门10802下采面切眼10802下采面回风巷。一、10802下采面回风巷（410830M段）综掘机1140V供电计算1、总负荷PN1609015265KW（EBZ160综掘机一台，切割功率160KW，油泵功率90KW，二运皮带15KW）2、最大负荷PMAX160KW3、电压损失供电电缆MPQ370125，按回风巷最长电缆长度550米计算，查表其电压损失百分数为0022，故此段电缆电压损失百分数U26505500223215合格5、校验2328/140016715二、10802下采面开切眼机械660V供电计算1、总负荷PN185303730251405KW（电滚筒皮带3台，一台型号为DGT8030/185，功率185KW，另二台型号为DGT8080/30，功率30KW，乳化泵一台，型号