连采掘进工作面施工作业规程.

目录目录I第一章工程概况1第一节概述1第二节编写依据2第二章地质概况4第一节煤层赋存特征及地质构造4第二节水文地质特征5第三章施工方法及工艺7第一节掘进工艺7第二节巷道支护12第三节矿压观测19第四节辅助工艺20第四章生产组织及主要经济技术指标23第一节劳动掘进作业方式23第二节施工、劳动组织及出勤率23第三节主要经济技术指标27第五章生产系统28第一节运输系统28第二节通风系统28第三节供电系统33第四节供水、防尘系统54第五节排水系统55第六节照明系统57第七节通讯联络系统57第八节安全监测监控系统58第九节压风自救系统60第十节防灭火系统61第六章工作面工程质量管理63第一节工程质量标准63第二节工作面动态达标管理标准64第三节煤质保证措施68第七章灾害预防与避灾路线69第一节灾害防治一般规定69第二节紧急避险系统69第三节水灾事故的防治及避灾路线70第四节火灾事故的防治及避灾路线72第五节瓦斯、煤尘事故的防治及避灾路线74第六节顶板事故的防治及避灾路线75第八章安全技术措施79第一节一般规定79第二节掘进工作面“一通三防”安全技术措施80第三节掘进安全技术措施87第四节工作面防治水、淋水安全技术措施88第五节顶板管理安全技术措施89第六节敲帮问顶安全技术措施89第七节支护安全技术措施90第八节过地质构造带安全技术措施91第九节过钻孔按安全技术措施92第十节大面积冒顶的安全措施93第十一节连采机空顶下发生故障时处理故障安全技术措施93第十二节巷道开口安全技术措施95第十三节巷道贯通安全技术措施95第十四节机电设备管理安全技术措施96第十五节停送电安全技术措施97第十六节电气焊安全技术措施98第十七节胶带输送机安全技术措施102第十八节各工种操作安全技术措施104第十九节监测监控安全技术措施111第二十节运输、起吊重物及大型设备安全技术措施111第二十一节辅助运输安全技术措施112第二十二节包角、挂网安全技术措施113第二十三节人工配合装载机清煤安全技术措施114第二十四节保证煤质安全技术措施115第二十五节各岗位危险源116第九章作业规程贯彻学习和考试记录125第一节作业规程贯彻学习及考试记录125第二节作业规程复审贯彻学习及考试记录126第一章工程概况本章介绍了巷道名称及掘进工作面位置、相邻巷道的关系，巷道布置、巷道用途、工程量及开竣工时间等，及规程编写依据。第一节概述一、巷道名称及掘进工作面位置、相邻巷道的关系巷道名称21102工作面为葫芦素煤矿首采工作面，本次施工的巷道名称为21102工作面运输巷及联络巷。地面位置21102工作面运输巷位于工业广场东侧井田中部，巷道横穿进场公路，地表起伏不大，地面标高13041330M，地表以风积沙漠地貌特征为主，地表无建筑物。井下位置21102工作面运输巷布置在21煤层一盘区，运输巷开口于21煤东翼回风大巷，运输巷开口坐标为（X4324904307，Y19370981686），巷道以180方位角掘进。相邻关系北邻21煤东翼回风大巷，东邻设计21102工作面辅运巷（未施工），南邻21102首采工作面切眼（未施工），西邻设计21102工作面（未采），煤层底板标高约为669685M。表11井上下对照关系二、巷道布置概况本次掘进巷道形状均为矩形，沿21煤顶板单巷掘进。21102工作面运输巷长4637M，宽55M，高28M，巷道左帮设置300250MM的水沟，不浇筑，巷道33断面喷浆厚度80MM；联络巷中对中长为35M，宽50M，高28M，300M设一联巷，共17条联巷，联巷与运输巷呈90角；调车硐室长6M，宽34M，高28M，50M设一调车硐室，现场施工中可根据掘进工艺、煤层顶底板条件及实际需要适当调整联络巷、调车硐室间距及位置。根据生产需要抹角，行车处开口抹角为水平、采区21102工作面施工巷道21102工作面运输巷地面标高/M13041330M井下标高/M669685M地面的相对位置位于钻孔HK06HK36连线西侧，钻孔H07HK44连线东侧。井下相对位置21102工作面运输巷位于T01导线点442593M。33M，非行车处开口抹角为1515M，断面参数见表11巷道尺寸参数表。三、巷道用途21102工作面运输巷掘进期间主要用于煤炭运输、设备供电及通风行人。四、巷道设计长度巷道设计长度21102工作面运输巷长度4637（中中）M；21102工作面联络巷长度35（中中）M，煤柱30M，总计1730510M；21102工作面运输巷调车硐室长度6M，总计806480M；本次施工巷道总长度为5627M。表12巷道尺寸参数表巷道名称断面编号宽/MM高/MM长/M掘进断面/M221102运输巷3355002800415615421102运输巷3355002800481154联巷2”2”500028003014调车硐室340028006952五、开、竣工时间巷道施工内容包括巷道掘进、支护、管线敷设以及掘进配套设备的安装与回撤等工作，按照葫芦素煤矿生产接续安排，开工时间为2014年7月上旬，根据正常循环进尺计算，预计2015年8月30日掘进完工。第二节编写依据一、掘进巷道设计图纸1中天合创能源有限责任公司葫芦素矿井一盘区21煤工作面巷道开凿平、剖、断面图2中天合创能源有限责任公司葫芦素井田水文地质补充勘探报告321102工作面运输巷、联络巷预测地层综合柱状图421102工作面运输巷、联络巷煤层底板等高线图二、编制依据1煤矿安全规程（2012版），煤矿工人安全技术操作规程2煤矿井巷工程质量验收规范（GB502132010）3煤矿井巷工程施工规范（GB505112010）4简明建井工程手册及已审批的施工组织设计5中国中煤能源集团公司安全质量标准化管理办法（暂行）6葫芦素煤矿生产技术管理制度汇编7葫芦素设备安全技术操作规程8机电设备完好标准9葫芦素连采掘进安全技术规程10葫芦素煤矿“一通三防”管理实施细则11葫芦素安全质量标准化标准考核评级办法实施细则12葫芦素煤矿管理制度及连采队管理制度13矿井通风技术14瓦斯灾害防治技术15煤矿防治水规定16矿井火灾防治附图21102工作面运输巷掘进巷道布置平、剖面图第二章地质概况本章介绍了掘进工作面煤层厚度、产状、煤质、煤层顶底板的岩性、掘进范围内的地质构造、水文特征等资料，供掘进过程中参考。第一节煤层赋存特征及地质构造一、围岩特征及地质构造21102工作面运输巷井田内第四系松散层广泛分布，厚度较大，没有基岩裸露，基岩风化带深度一般在20M左右。本矿井煤层顶、底板条件相对较差，掘进区段21煤煤厚约为250300M，该煤层结构简单，形态为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾角一般13，局部可达68，一般不含夹矸或局部含13层夹矸；煤层直接顶为灰白色粉砂岩、砂质泥岩，厚度约292192M，含有大量的植物化石；底板为灰黑色砂质泥岩或灰白色细砂岩，巷道围岩特征详见表21。根据三维地震勘探报告，掘进区段在距EY12导线点以南1364M4600M范围内未发现落差大于3M的断裂构造，但在距EY12导线点以南2150M左右将会出现一褶皱构造。表21巷道围岩特征表顶底板岩石名称厚度/M岩性特征直接顶粉砂岩/砂质泥岩2921920浅灰色，致密状，以石英为主，长石次之，平坦状断口，钙质胶结，波状层理，含大量植物化石碎片。伪顶砂质泥岩0205灰黑色，具水平层理，含少量植物化石碎片，泥质胶结，局部夹粉砂岩及煤线。21煤层煤250300呈黑色，条痕为褐黑色，强沥青光泽，阶梯状断口，内生裂隙较发育，常为黄铁矿及方解石薄膜充填，煤层中见黄铁矿结核。宏观煤岩组分以亮煤为主，次为暗煤，见丝炭，属半亮型煤。21煤煤厚约为250M300M，该煤层结构简单，一般不含夹矸或局部含13层夹矸。直接底砂质泥岩5691215浅灰色，致密，平坦状断口，以石英为主，长石次之，平坦状断口，钙质胶结，波状层理，含大量植物化石碎片。中部夹煤线。二、煤层结构及产状要素根据21煤东翼回风大巷实际揭露情况，21102工作面运输巷为全煤巷，以亮煤为主，次为暗煤，见丝炭，属半亮型煤，呈黑色，条痕为褐黑色，强沥青光泽，阶梯状断口，内生裂隙较发育，常为黄铁矿及方解石薄膜充填，煤层中见黄铁矿结核。21102工作面运输巷掘进区段内煤层基本全区可采的较稳定稳定煤层，煤厚约为250300M，该煤层结构简单，呈大型的宽缓波状起伏，地层倾角一般在13，局部可达68，为近水平煤层。21煤煤层底板标高为674693M，一般不含夹矸或局部含13层夹矸，夹矸岩性为灰黑色砂质泥岩，厚度004M。三、瓦斯涌出量根据煤炭科学总院矿井瓦斯等级鉴定报告及煤矿安全规程规定，相对瓦斯涌出量小于10M3/T且绝对瓦斯涌出量小于40M3/MIN为低瓦斯矿井，21煤瓦斯绝对涌出量为107M3/MIN，因此葫芦素矿为瓦斯矿井，必须严格管理掘进工作中的通风工作。四、煤层自然发火期及煤尘爆炸指数根据煤炭科学总院煤自燃倾向性鉴定报告，21煤层的自燃倾向性等级为I类，属容易自然煤层，东胜煤田各煤层的自然发火期一般为4060D。基本属于地温正常区，无地热危害。21煤挥发分为2860，煤尘具有爆炸性。21煤的吸氧量为104CM3/G。根据煤炭科学总院煤爆炸性鉴定报告，21煤挥发分为2860，煤尘具有爆炸性，生产中要加强降尘措施。附图21102工作面运输巷掘进工作面巷道布置平、剖面图附图21102工作面地层综合柱状图附图21102工作面运输巷井上下对照图第二节水文地质特征根据21煤东翼回风大巷、辅助运输大巷、21102主副回风巷、运输巷部分巷道等实际揭露情况及实际相关地质情况显示，21102工作面运输巷掘进区段内水文地质情况简单，直接充水含水层主要为侏罗系直罗组裂隙承压含水层，间接充水含水层为侏罗系白垩系志丹群（J3K1ZH）砂岩裂隙潜水含水层，渗透系数分别为0003301770L、00430M/D01141M/D，含水层特点为含水性较弱，为HCO3NA型水，矿化度低。整体上看，水文地质条件简单，主要为裂隙水。掘进段为21煤层及顶、底板岩石中含少量基岩裂隙水，锚杆、锚索会出现滴、淋、渗水现象，底板水较充沛。预测在掘进过程中巷道正常涌水量约在40M/H，最大涌水量约在50M/H，工作面突水性较低。建议临时水沟紧跟工作面，跟进排水系统，在巷道低洼处、积水严重处设临时水窝，并指派专人清理疏通水沟，及时排出工作面积水，为生产提供有利条件。21102工作面运输巷在掘进过称中可能会受到H07、HK23、H17、HK44、H27五个前期勘探钻孔的影响。H27钻孔位于121102工作面开切眼以南155M左右，对该工作面施工不会造成太大影响；2HK44钻孔已于2013年12月成功进行了地面钻孔启封工作，并重新进行了全孔分孔注浆；H07钻孔地面启封至371M时出现叉孔现象，经过多种手段努力，3钻孔启封至41266M后，再无法寻找到原钻孔孔迹，对于41266M以下部分情况不明；HK23、H17两钻孔由于地方关系影响，地面钻孔启封工作未能按时启4动。掘进期间探放水施工队应加强对顶、底板及钻孔富水性的探查，严格执行有掘必探，预留50M的安全掘进距离。由于H07、HK23、H17三个钻孔情况未查明，如遇特殊情况详见过钻孔专项安全技术措施。第三章施工方法及工艺本章介绍了掘进工作面工程施工破、装、运、支等环节工艺、工作面设备配备及技术特征、支护工艺、矿压观测等。第一节掘进工艺一、施工方法和施工设备根据现有21煤一盘区的地质资料和葫芦素矿接续需要，结合21煤回风大巷及21102工作面运输巷掘进实际揭露的地质状况，确定掘进工作面采、装、运、支生产工序选用连续采煤机及其后配套设备，沿21煤煤层顶板掘进单巷施工。主要设备选型如下一台12CM1510B型连续采煤机来完成割煤、装煤和清煤工序；一台10SC3248B型梭车完成煤机从工作面到破碎机之间的运输工作；一台CMM420型四臂锚杆机完成掘进巷道的顶板锚杆支护工作；一台CMM215型两臂锚杆机完成掘进巷道的帮部锚杆及顶锚索支护工作；一台PZL460/150型履带式转载破碎机完成煤的破碎与转载工作；破碎机运出的煤通过胶带输送机运到大皮带；一台装载机清理巷道浮煤、淤泥，确保巷道畅通、干净，并完成工作面的材料、小型设备的运送和搬移工作。从而形成连续采煤机掘进工作面割煤、装煤、运煤、清煤、支护等工序全部机械化作业的施工方法。工作面主要设备技术参数详见表31至36。表3112CM1510B连续采煤机技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数长宽高1105033002100MM输送机宽度762MM截割头直径1120MM输送机刮板抗拉强度82T截割头宽度3300MM电压1140V截割头转速50R/MIN最大采高3680MM运输机运输能力27T/MIN机尾水平摆动角度45O工作走向倾角范围017O截齿数量67个总功率628KW总重量59T生产能力1527T/MIN生产厂家美国JOY公司表3210SC3248B梭车技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数长宽高780033001310MM最大载煤量1633T重量1818T总功率219KW额定电压1050V适应巷宽55M牵引速度096KM/H生产厂家美国JOY公司表33CMM420型锚杆机技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数外形尺寸690034001740MM泵电机功率255KW适应巷高20004450适应巷宽4400钻臂数量4个额定电压1140660V钻机进给速度0515M/MIN额定电流28A转弯半径3500重量35T机身最大高度4450整机行走高度1740钻机额定速度手490RPM自600RPM钻杆进给长度2600额定压力32MPA行走速度025M/MIN除尘方式干/湿式履带接地长度2500空缆保护长度4M卷电缆速度025M/MIN表34CMM152型锚杆机技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数长宽高560013002020MM泵电机功率45KW除尘方式湿式电压1140/660V重量16T电机额定转速1480R/MIN行走方式履带转杆速度550RPM支护高度264M支护宽度4655M表35PZL460/150履带式转载破碎机技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数破碎机电机功率75KW外形尺寸（长宽高）998437552025M输送电机功率75KW给料斗容积65M3行走速度1532M/MIN链速0463M/S履带对地面压强0167MPA破碎能力460M3/H重量287T输送机宽度1270M生产厂家山西天地煤机装备有限公司液压泵型式双联叶片泵液压马达型式柱塞马达表36胶带输送机技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数输送量800T/H改向滚筒直径630MM400MM输送长度2500M托辊直径108MM胶带速度315M/S绞车型号MPW15传动滚筒630MM绞车电压660/1140KV型号YBBP315L14减速器型号M3RSF60F功率2160KW轴承滚筒为SKF主电动机电压660/1140V胶带PVG1250S变频器ZTJ2250/660V联轴器ASFA14（8）二、施工工艺1连续采煤机落煤工序及截割方式切槽1在每次掘进巷道前，采煤机司机调机至巷道左帮，以激光偏中线确定位置，切入煤体割煤，当割到底板时，煤机稍向后退拉底，使巷道底板平整，再次将截割头调整在巷道顶板，进行下一刀截割，直到达到一个循环进尺后退机，这一工序为切槽。图31连续采煤机切槽、采垛示意图采垛2切槽完成后调整煤机到巷道右帮，按巷道设计宽度割完剩余部分的煤体，这一工序为采垛。连续采煤机就是靠切槽和采垛来完成割煤工序。连采机切槽采剁示意图如图31所示。截割方式及循环3连续采煤机割煤时，首先将采煤机截割头调整至巷道顶板，即升刀；扫去上一刀煤皮，即扫顶；将截割头降低向前切入煤体，即进刀；调整截割头向下截割煤体直至巷道底板，即割煤；割完底煤，使巷道底板平整，并装完余煤，即拉底；将煤机截割头调整至巷道顶板接着进行下一个循环。连续采煤机截割方式及截割循环如图32所示。图32连续采煤机截割方式及截割循环图2装煤工序连续采煤机自行装煤，煤机上装有收集头机构和刮板运输机，煤落入收集头铲板上，刮板运输机将煤转运到梭车内，完成装煤工序。3运煤工序掘进工作面运煤由梭车来完成，梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将煤机割下的煤运至给料破碎机，再由胶带运输机将煤运出工作面。4支护工序待煤机掘完一个循环后，退出煤机，调入四壁锚杆机进行顶板支护，两臂锚杆机跟机支护帮网、锚索，工作面顶网、帮网、锚杆及锚索支护紧跟工作面，煤机和锚杆机在工作面内交替作业。5各工种之间的配合及注意事项在生产过程中，当梭车停稳在接煤位置后，发出装煤信号，煤机司机应立即装煤并割煤，煤机司机应和梭车司机相互配合好，保证将煤装入梭车车斗内不洒煤且不挤压煤机电缆。梭车司机在卸煤时一定要和给料破碎机司机配合好，保证煤能及时被破碎机运走而不压死给料破碎机。掘进完一个循环后，锚杆机必须及时支护，要求空顶时间不能超过2小时，必须保证支护质量。各工种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，从而实现安全快速掘进。6工作面循环进尺的确定根据21煤回风大巷实际揭露煤层情况及地测提供的回采区地质说明书，同时结合现用设备的技术参数，为了充分发挥设备的效率，生产中可根据顶板实际情况，调整循环进度。确定不同条件下的循环进度如下在直接顶完整、裂隙发育较少、地质构造简单，正规循环作业循环进尺为6M，严禁超循环作业，同时要求锚杆机司机必须及时支护；如顶板状况良好，有条件放大循环进尺，向工程科汇报具体情况，总工程师审批后，试生产确定具体生产参数。顶板异常时，要求煤机司机缩小循环进度，若局部地质构造较复杂，出现顶板破碎、顶板淋水大、局部冒顶时，必须采取短掘短支，最大循环进尺为3M。工作面最小空顶距因CMM420锚杆机钻箱中心距机头最小距离为16M，预留02M的安全距离，因此最小空顶距离为18M。工作面最大空顶距正规循环作业循环进尺为6M，最小空顶距为18M，因此工作面最大空顶距为78M。第二节巷道支护一、支护方法1临时支护采用四臂锚杆机临时支撑臂及顶棚作为临时支护。锚杆机自带四个液压支撑油缸，油缸位置在锚杆机操作台前方，两个支撑油缸抵住顶板，两个支撑油缸抵住底板，以有效控制空顶区顶板，保证支护人员安全。顶部锚杆支护前必须先进行临时支护，支护过程中人员必须站在临时支撑下方作业，严禁人员进入空顶区域。2永久支护选用四臂锚杆机、两臂锚杆机来完成巷道永久支护工作。打锚杆、锚索时要严格按照锚杆机操作规程及标准化作业流程作业。四臂锚杆机支护作业顺序为铺锚网、钢带定位钻眼安装树脂、锚杆搅拌紧固锚杆；两臂锚杆机支护作业顺序为定位钻眼安装树脂、锚索搅拌安装托盘紧固锚索。二、巷道支护设计1巷道支护形式根据地测科提供的地质资料分析，直接顶岩性为白色粉砂岩、砂质泥岩，厚度约292192M。井田附近矿井已揭露的煤层顶板条件中等偏差，均属于中等易冒落较稳定岩层，适合锚杆支护。根据中煤邯郸设计院一盘区21煤工作面巷道开凿设计，初步考虑采用锚杆锚索钢带钢筋网联合支护方式。2支护参数（1）21102工作面运输巷支护参数A顶板支护参数锚杆支护巷道顶板采用锚杆锚索钢带钢筋网支护方式，矩形布置，每排6根202200MM车丝螺纹钢锚杆65钢筋网支护，巷道顶部使用一张6554001100MM网片，钢筋网压茬100MM，锚杆必须打到压茬处，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣；锚杆间排距为1000MM1000MM，两肩角锚杆与垂线分别外斜15布置，距巷帮300MM，每根锚杆使用2支CK2335MM树脂药卷。巷道33断面后期进行喷浆，喷浆厚度80MM。表3721102工作面运输巷顶板支护材料规格表序号支护材料型号备注1锚杆202200MM车丝螺纹钢锚杆2托盘15015012MM碟形铁托盘3锚固剂CK2335树脂药卷4锚固剂CK2350树脂药卷5网片6554001100MM65钢筋网6锚索1786200MM钢绞线178MM7托盘30030012MM锚索拱形钢托盘8锁具KM178型单孔锚具9W型钢带BHW2503003600MMW型钢带Q335材质锚索支护锚索五花布置，垂直巷道顶板平行布置，选用1786200MM锚索，锚索间排距为3000MM2000MM，每根锚索使用3支CK2350MM树脂药卷。顶板不稳定时，不稳定区域必须使用锚索W钢带加强支护。B巷帮支护参数21102工作面运输巷帮部选用202200MM滚丝等强螺纹钢锚杆菱形金属网支护；停采线前回采侧帮部选用272000MM玻璃钢锚杆双抗塑料网支护；见附图33、34。帮锚杆垂直巷帮平行布置，每排3根，锚杆间排距为1000MM1000MM，两端锚杆与垂线分别外斜15布置，距顶底板各400MM，每根锚杆使用2支CK2335MM树脂药卷，帮部使用两张50001500MM网片，横向铺设，网片搭接不小于200MM，锚杆必须打到压茬处，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣。表3821102工作面运输巷帮支护材料规格表序号支护材料型号备注202200MM滚丝等强螺纹钢锚杆1锚杆272000MM玻璃钢锚杆15015012MM碟形铁托盘2托盘20020030MM玻璃钢托盘3锚固剂CK2335树脂药卷50001500MM10号镀锌铁丝菱形金属网4网片50001500MM煤矿井下用双抗塑料网图3321102工作面运输巷33全断面支护参数图3421102工作面运输巷33全断面支护参数（2）联络巷支护参数A开口支护参数各联巷口抹角严格按照设计要求施工，抹角要上下垂直，联巷开口、贯通处平整无台阶，开口处采用锚索W钢带加强支护，开口处锚索成“四三二”支护，锚杆按现场情况补强支护，抹角顶部、帮部锚杆间排距按10001000MM支护到位，见图35，特殊情况根据实际情况加强支护。表3921102工作面联络巷顶板支护材料规格表序号支护材料型号备注1锚杆202200MM车丝螺纹钢锚杆2托盘15015012MM碟形铁托盘3锚固剂CK2335树脂药卷4锚固剂CK2350树脂药卷5网片6549001100MM65钢筋网6锚索1786200MM钢绞线178MM7托盘30030012MM锚索拱形钢托盘8锁具KM178型单孔锚具B顶板支护参数锚杆支护巷道顶板采用锚杆锚索钢带钢筋网支护方式，矩形布置，每排5根202200MM车丝螺纹钢锚杆65钢筋网支护，钢筋网压茬100MM，锚杆必须打到压茬处，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣，锚杆间排距为1000MM1000MM，两肩窝锚杆与垂线分别外斜15布置，距巷帮300MM，每根锚杆使用2支CK2335MM树脂药卷。图3521102工作面联络巷开口支护参数C巷帮支护参数联络巷帮部选用202200MM滚丝等强螺纹钢锚杆菱形金属网支护，帮锚杆垂直巷帮平行布置，每排3根，锚杆间排距为1000MM1000MM，两端锚杆与垂线分别外斜15布置，距顶底板400MM，每根锚杆使用2支CK2335MM树脂药卷，帮部使用两张50001500MM网片，横向铺设，网片搭接不小于200MM，锚杆必须打到压茬处，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣，见附图36。表31021102工作面联络巷帮支护材料规格表序号支护材料型号备注1锚杆202200MM等强滚丝螺纹钢锚杆2托盘15015012MM碟形铁托盘3锚固剂CK2335树脂药卷4网片50001500MM10号镀锌铁丝菱形金属网图3621102工作面联络巷22全断面支护参数（3）调车硐室支护参数A开口支护参数调车硐室开口抹角要上下垂直，调车硐室开口处平整无台阶，开口处采用锚索W钢带加强支护，开口处锚索成“三二一”支护，锚杆按现场情况补强支护，抹角顶部、帮部锚杆间排距按10001000MM支护到位，见图37，特殊情况根据实际情况加强支护。图3721102工作面调车硐室开口支护示意图B顶板支护参数锚杆支护巷道顶板采用锚杆锚索钢带钢筋网支护方式，矩形布置，每排4根202200MM螺纹钢锚杆65钢筋网支护，铺设一张6533001100MM钢筋网，钢筋网压茬100MM，锚杆必须打到压茬处，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣。锚杆间排距为1000MM1000MM，两端锚杆与垂线分别外斜15布置，距巷帮300MM，每根锚杆使用2支CK2335MM树脂药卷。锚索支护顶部布置一根锚索，垂直巷道顶板平行布置，选用1786200MM锚索，锚索排距为2000MM，每根锚索使用3支CK2350MM树脂药卷。表31121102工作面运输巷调车硐室顶板支护材料规格表序号支护材料型号备注1锚杆202200MM车丝螺纹钢锚杆2托盘15015012MM碟形铁托盘3锚固剂CK2335树脂药卷4锚固剂CK2350树脂药卷5网片6533001100MM65钢筋网6锚索1786200MM钢绞线178MM7托盘30030012MM锚索拱形钢托盘8锁具KM178型单孔锚具C巷帮支护参数调车硐室巷帮选用202200MM滚丝等强螺纹钢锚杆菱形金属网支护。帮锚杆垂直巷帮平行布置，每排3根，锚杆间排距为1000MM1000MM，两端锚杆与垂线分别外斜15布置，距顶底板400MM，每根锚杆使用2支CK2335MM树脂药卷，帮部使用两张50001500MM网片，横向铺设，网片搭接不小于200MM，锚杆必须打到压茬处，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣。表31221102工作面运输巷调车硐室帮支护材料规格表序号支护材料型号备注1锚杆202200MM滚丝等强螺纹钢锚杆2托盘15015012MM碟形铁托盘3锚固剂K2335树脂药卷4网片50001500MM10号镀锌铁丝菱形金属网3质量标准化要求工作面顶网、帮网、锚杆及锚索支护紧跟工作面，如片帮后空顶距离大于500MM，则必须补打一根锚杆，空顶距离1M以上，以1M的间距视现场情况补打锚杆；锚杆扭矩不小于150NM，顶锚杆锚固力不小于100KN，帮锚杆锚固力不小于60KN，外露长度不大于50MM，间排距误差不超过100MM，锚杆孔深允许偏差050MM，锚杆角度允许偏差15。及时抽查顶、帮锚杆，不合格锚杆及时补打，保证巷道顶帮有效支护。运输巷掘进联巷开口、过地质构造带处，锚杆支护完成后需锚索钢带加强支护。锚索外露长度180250MM，孔深允许偏差范围为050MM，锚索间排距误差不超过设计值100MM，锚索角度允许偏差3。锚索预拉力不得小于130KN，锚固力不小于160KN。锚杆、锚索安设一条线，同一排的顶、帮锚杆、锚索保持在同一个平面内，金属网片搭接不小于200MM，网片搭接部位必须用锚杆压接，搭接部位每隔200MM三花绑扎，用14铅丝双股扭结，不少于三扣。巷道支护金属网应将顶板台阶处包裹严实，连网严格按照要求施工，搭接长度必须符合规程规定长度。4特殊支护1掘至地质构造前必须执行先探后掘原则，过断层时适当缩短循环进尺，短掘短支，并另行编制专项施工安全技术措施。2如遇顶板淋水、顶板破碎、岩石破碎地带及特殊区段应编写专项过地质构造安全技术措施严格执行措施。附图21102工作运输巷支护断面图第三节矿压观测根据公司要求和生产实际，在21102工作面运输巷顶板进行离层监测，对日常支护锚杆进行扭矩和拉力检测。1逐根检测锚杆扭矩，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。2巷道每300根抽样一组（不少于3根）进行锚固力测试，此项工作由队技术员与验收员共同实施。表311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测试时间1顶板离层监测顶板稳定状况顶板离层监测仪每周2锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手每班3锚杆锚固力检查锚杆的支护强度锚杆拉力计每班3矿压观测管理1离层仪安装要求巷道在掘进50M后开始在巷道顶板联巷口布置顶板离层监测仪进行顶板稳定状况监测。2顶板离层仪安设间距为100M，遇断层或地测人员提供地质资料显示地质条件有明显变化时按现场实际需要安设。3为能准确地观测巷道顶板的运动情况，顶板离层仪安设最大偏差距离不得大于5M。4顶板离层仪深部、浅部读数安装预设值统一为10MM。当深孔读数超过40MM时，观测人应及时向工程科及总工程师汇报，队内及时采取措施加强支护。5顶板离层仪实行现场挂牌管理，队内对缺失、损坏牌板及时安排更换。6新安设顶板离层仪采集数据人员每天观测一次，一周后每周观测一次，填写观测牌板和观测记录，必须保证数据准确完整。7采集数据人员负责现场观测、数据采集整理、结论分析，每旬将结果向工程科汇报，此项工作队技术员实施。第四节辅助工艺一、联巷及硐室施工要求严格按照地测放线施工联巷，保证所掘联巷顶、底板必须与所在巷道顶、底板平齐，不得留有伞檐、台阶。抹角要上下垂直，联巷开口、贯通处平整无台阶，开口处锚索钢带成“四三二”支护，抹角处锚杆间排距按1000MM1000MM支护到位。联巷贯通前，掘进面开口处必须锚索加强支护，对工作面20M范围内安全隐患、原支护状况进行排查，对支护较差的地方及时整改、加固。二、皮带安装要求1皮带安装在21102运输巷右帮，根据巷道底板及实际生产情况，给料破碎机向前移动一次，同时胶带机机尾向前延伸一次，以缩短运输距离。2为方便检修及清煤，皮带非行人侧宽度保证在07M以上，同时H架高低一致，使用木托盘垫架时，纵向放置。每3架H架贴100350MM贴红白相间反光纸和H架编号，且要求反光纸红面朝上。除掘进迎头10节H架外，其他所有H架必须穿20015050MM规格的木鞋，H架方向安装正确。三、缆线吊挂1电缆钩布置于巷道右帮沿顶吊挂，间距1M，从上到下的吊挂顺序依次为信号电缆、低压电缆、高压电缆，不允许同一个电缆钩槽内敷设多根电缆。同类型的电缆在电缆钩上敷设时，从上到下按直径由小到大排列。2如水管与电缆在同侧挂设，严格控制水管钩及电缆钩的吊挂间距不得小于300MM，要求缆线整体各成一条直线，无明显弯曲，不得歪斜，电缆钩拉线固定，电缆间距、垂度一致。四、施工放线要求1巷道开口施工时，地测科在巷道开口处放出开口偏中线，偏中线一组不得少于3个测点；巷道偏中线必须以地测科给出为准。待巷道施工20M后，巷道中线安设激光指向仪控制偏中线，巷道坡度变化或距离超长时，测量组及时延挂中线点或激光指向仪、并复检中线或激光指向的准确性。2巷道施工测量中，具备安装激光指向仪时，必须安装激光指向仪指示巷道掘进。激光指向仪选用YBJ600隔爆型激光指向仪，其最大射程600M，最大光斑直径40MM。每次割煤前对激光进行校核，确保投点的准确性。3每掘进50M由地测人员放一次偏中线，每掘进100M由地测科校核一次偏中线。偏中线距巷道左帮33M，距巷道右帮22M。当激光不正或激光距离工作面迎头较远导致亮度不够时不准施工，并要求及时矫正及延伸激光，当煤层起伏较大时，可根据实际情况而定。4导线点应进行统一编号，在一个矿井内导线点编号不能重复，同时要尽量使号码简单又能按顺序排序，并能根据号码判别其所在位置。5在施工过程中，采煤机司机每循环，利用三点连一线校核激光偏中线，预防偏中线偏斜误差现象。6测量人员放线，每次放3根线，使用木楔子打设在巷道顶板，每两根线的距离不得小于2M，严格按偏中线安装。7巷道向前掘进过程中，由于过断层或地质异常带，需按腰线施工时，严格执行矿下发的工程联系单。8随着井巷工程不断向前延伸，导线也应不断延伸，在延伸导线前应用一个复测测回或重测上次测设导线的最后三个点间的水平角，必要时边长也应检查。五、巷道底板管理1必须加强掘进时的底板质量控制，保证底板平整。完善工作面的排水管路及水沟，及时清理淤泥，巷道低洼积水处及时设泵排水并及时打水窝，抽排积水，保证巷道底板干净、平整、无积水。221煤层底板含泥岩，遇水软化，强度降低，经设备碾压后破坏严重，在每延伸一个联巷，延伸完皮带后，将运输巷及联络巷的淤泥要及时清理干净，并清至巷道实底；如巷道内有积水，先排水后清淤；清理的淤泥当班必须用车运至地面指定位置；如因车辆故障或无车使用等特殊情况，必须将淤泥整齐堆放在就近联巷内，下一班清理干净。清淤过程中不能影响正常行车，保护好巷道里的管路、电缆、水泵等设施。3在清淤过程中，如有大坑，待大坑里的淤泥清理干净后，对大坑先插片石后垫石料，大坑处垫路后两巷底板平齐。六、工具材料管理井下工具箱、材料及支护工器具摆放整齐，外沿在一条直线上，间距一致，材料码放四面见线并配备专用的材料架，支护材料不得在掘进机上乱放，废旧材料必须收拾干净回收到指定地点。迎头支护工器具闲置时必须摆放成一条线，吊挂帮上，零散的支护材料也要码放整齐。施工图版吊挂的高度一致，内容尺寸标注清晰。第四章生产组织及主要经济技术指标本章介绍了掘进工作面劳动掘进作业方式、劳动组织、出勤率及主要经济技术指标等。第一节劳动掘进作业方式采用连续采煤机完成巷道的掘进，锚杆机完成对空顶的支护，梭车往返于煤机与破碎机之间完成装煤、运煤、卸煤工作，破碎机将煤转载到胶带输送机上，装载机完成清煤与运料等辅助工作，煤机掘进与锚杆支护交替作业，使生产有序进行。第二节施工、劳动组织及出勤率一、工作面循环作业方式1作业形式掘进采用一次成巷，沿顶单巷掘进，掘进与支护交替作业，采用“三八”制作业。图4121102工作面运输巷掘进工作面正规循环作业图表为了充分利用工时，采用各工种平行、交替作业与顺序作业相结合的作业形式。各工种之间尽可能组织平行作业，即将工作面的工人按生产需要分成若干工种，各工种各负其责，互相配合，共同完成工作面的落煤、装煤、运煤、支护、接风筒、运送材料及清理巷道等工作。2工序安排生产班三个生产班，一个生产班休班，两个班生产，每班工作8小时，完成采煤、运煤、支护、包角、接风筒和清理浮煤等工作。检修班检修工作8小时，除进行生产和设备的正常检修外，负责工作面机电设备的搬迁、皮带延伸、供排水管安设、电缆的延伸与吊挂，运送材料，同时为生产班的正常生产做好准备工作。如图41所示。二、生产日劳动定额的确定1每班掘进进尺和支护数量在正常情况下每循环掘进进尺6M；夜班掘进6M，支护90套锚杆；检修班不掘进，早班掘进6M，支护36套锚杆，支护未到位的空顶、空帮及锚索，负责设备检修与搬迁、皮带延伸、浮煤清理、文明生产等生产辅助工作；中班掘进6M，支护90套锚杆，并完成包角及标准化工作。2每日掘进进尺和支护数量每日掘进进尺JSN6M318M，全断面锚杆支护数量216套。J每日掘进进尺，M；N每日循环个数，3个；S每循环进度，6M/个。3每月掘进进尺和支护数量正规循环率083月进尺WKMNS08330364482M式中K正规循环率，参照矿井生产经验，取083；M每月生产天数，30天；N每日循环个数，3个；S每循环进尺，6M/个；锚杆支护数量5378套，锚索支护数量672套。4掘进功效工效PW/NU）4482/（33223324）0295M/工式中P掘进工效；U人数；N每月工数。5出勤率全队共计75人，平均出勤率为813。三、劳动组织生产班每班定编11人，检修班定编33人，管理人员定编9人。三个生产班其中两个班生产一个班轮休。为了充分利用工时，采用各工种平行作业与顺序作业相结合的作业形式。各工种之间尽可能组织平行作业，即将工作面的工人按生产需要分成若干工种，各工种各负其责，互相配合，共同完成工作面的落煤、装煤、运煤、支护、接风筒、机电检修，设备搬迁、皮带延伸、运送材料及浮煤清理、积水抽排等工作。详见劳动组织表41。表41劳动组织表出勤人数序号工种生产一班生产二班生产三班检修班管理人员合计1队长112生产副队长333机电副队长114验收员115材料员116采煤技术员117机电技术员118连采机司机（班长兼）111兼39梭车司机111兼311锚杆机司机33331212破碎机司机电工兼电工兼电工兼兼013胶带机司机1111414锚索支护工33331215电工11181116钳工6617瓦检员（兼）（兼）（兼）（兼）018排水工1111419辅助工6620电焊工1121下料工（井上）2222下料工（井下）22合计11111133975第三节主要经济技术指标表42巷道掘进主要经济技术指标表序号项目单位指标备注1煤层编号212煤层厚度M20343煤层倾角134煤的容重T/M31315煤的灰份8216水份474721102运输巷M55288联巷断面M50289循环进度M610日循环个数个311月进尺M448212在册人数人7513出勤率81314掘进工效M/工029515支护材料消耗套/M锚杆12套锚索1/2套16油脂消耗KG/M24液压油17截齿消耗个/M02518正规循环率8319设计施工月13第五章生产系统本章主要介绍运输系统、通风系统、供电系统、供水、防尘系统、排水系统、照明系统、通讯联络系统、安全监测监控系统、压风自救系统、防灭火系统等。第一节运输系统一、主运输系统掘进工作面的煤经连续采煤机、梭车和破碎机转运到运输巷胶带机上，由运输巷胶带机将煤转运到矿井主运输系统上，再由主运输系统将煤通过风井运至地面。21102工作面运输巷主运输路线掘进工作面连续采煤机梭车给料破碎机21102工作面运输巷21煤东翼回风大巷21煤东翼集中回风斜巷临时煤仓风井。二、辅助运输系统21102工作面运输巷辅助运输路线副井工业广场副井井底车场21煤东翼辅助运输斜巷21煤东翼辅助运输大巷21102工作面辅运巷21102工作面运输巷联络巷21102工作面运输巷掘进工作面。附图21102工作面运输巷掘进工作面运输系统图第二节通风系统一、工作面通风方式的选择与确定局部通风机的吸入风量必须小于全风压供给风量，以免发生循环风。风筒采用800MM柔性胶质风筒，风筒吊挂在巷道正帮侧锚杆上。风筒采用双反压边连接，风筒逢环必挂，吊挂平直，迎头风筒不得落地，风筒出口到工作面掘进头的距离符合要求。1通风方式该工作面单巷掘进，采用两台局部通风机（一台备用）压入式通风。巷道掘进初期，局部通风机安设在21辅助运输大巷，距运输巷开口不小于10M，离地高度大于03M。风机出口接1节1000MM缓冲风筒再接三叉风筒，三叉风筒续接1000MM风筒后再接过度风筒。2风量计算按煤矿安全规程规定，工作面实际需要风量应按工作面瓦斯、CO2涌出量、作业人员及胶轮车的供风量不小于4M3/MIN、掘进巷道最低风速验算四种方法计算并取其最大值。因本次施工采用机械化掘进不消耗炸药，风量计算按工作面最多人数、瓦斯涌出量、CO2涌出量和最低风速来计算，最后按最高风速和有害气体浓度进行校核。（1）按进入工作面最多人数计算八点班交接班时人数最多，交接班按40人计算Q掘440160M3/MIN式中4每人每分钟需风量，M3/MIN。（2）按CH4（CO2）涌出量计算Q掘100Q掘K100107151605M3/MIN式中Q掘工作面所需要的风量，M3/MIN；Q掘工作面回风流中瓦斯（或CO2）的绝对涌出量，瓦斯为107M3/MIN，二氧化碳为0201M3/MIN；K瓦斯涌出不均衡通风系数，低瓦斯矿井取15。（3）按工作面规定允许最多同时入井胶轮车数量计算Q胶4W904360（M3/MIN）式中W无轨胶轮车的功率，取90KW（每个掘进工作面配一台无轨胶轮车，每1KW配备4M3/MIN风量）（4）工作面局部通风机吸入风量计算Q局Q掘1/（1NLI）1/（11000003）1428式中Q局工作面局部通风机吸入风量，M3/MIN；Q掘工作面实际需要风量，取360M3/MIN；风筒漏风系数；LI1个接头的漏风率，罗圈加风筒接口器反边连接时取0003；N风筒接头数，按通风最长距离1000M，取100；Q局Q掘142836051408M3/MIN（5）局扇吸风处巷道所需过剩风量Q剩VS231M3/MIN式中V按掘进巷道最低风速025M/S的换算系数；S吸风处巷道断面，取154M2；（6）吸风处巷道总风量Q总Q局Q剩74508M2/MIN（7）风阻计算风筒风阻RPRP65L/（D5）式中柔性胶质风筒摩擦阻力系数（取00029NS2/M4）L风筒长度，1000M；D风筒直径，08M。RP65000291000/085575NS2/M8总通风风阻RRRP690NS2/M8式中通风风阻附加系数（主要考虑风筒局部阻力、完全由局部通风机担负通风的巷道通风阻力等因素），取12。（8）局部通风机工作风压H局RQ2RQ局Q剩69（51408231）/6022276PA；式中R风筒的总风阻，NS2/M8。3掘进工作面风量验算（1）由于按煤巷的最低风速计算工作面最小需风量，不需按最低风速验算。把确定的Q值按煤矿安全规程最高风速校核Q51408M3/MIN240S掘4601543696M3/MIN，符合要求。式中S掘工作面断面积（2）按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。P/Q掘107/514080002080011，符合要求。式中P瓦斯/CO2绝对涌出量，M3/MIN，根据葫芦素矿矿井瓦斯等级鉴定报告21煤掘进工作面瓦斯绝对涌出量107M3/MIN，CO2为0201M3/MIN，P取107M3/MIN。Q掘工作面需要风量，M3/MIN。4局部通风机选型根据葫芦素矿地质条件和实际经验以及计算所需要的风量和风机的工作风压，选用四台（2台备用）FBDNO71/237KW隔爆型对旋轴流局部通风机即可满足通风要求。技术参数见表51。表51风机技术特征表型号功率KW转速R/MIN全风压（PA）全风量（M3/MIN）全压效率FBDNO71/237KW23729507006800420750805风筒出风口距工作面掘进头的距离压入式局扇通风，风筒出风口至工作面掘进头最大距离不得超过巷道断面积开平方的45倍，即LP（45）S1/2掘（45）（55295）1/2掘161201M，风筒出风口距工作面掘进头的距离不大于161M，符合通风处现场测定的安全距离。根据生产经验，锚杆支护完成后支护完成后，及时挂风筒，以保证下一循环掘完后风筒出口距迎头不大于10M。6风筒技术特征选用800，4500M的胶质阻燃风筒，风筒接口双反边接。二、风流流经路线地面新鲜风流副立井井筒640M水平副井井底车场21煤东翼辅助运输斜巷21煤东翼辅助运输大巷21102工作面辅运巷21102工作面运输巷掘进工作面。工作面污风风流21102工作面运输巷21煤东翼回风大巷21煤东翼集中回风斜巷风井井底车场回风立井地面。根据需要安设通风设施，局部通风机的安设要严格按通风部门的要求进行安设。风机安设在21煤东翼辅助运输大巷，21102运输巷开口处，采用双风机双电源自动切换。连采系统掘进正常后，遵循“遇三闭一”原则及时封闭后部联巷；每1000米进行一次通风系统调整，将局部通风机前移。三、局部通风管理