15101轨道顺槽作业规程

1第一章编制概况第一节概况一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为号煤工作面轨道顺槽。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为解决本通风、运输、行人、管路敷设的问题。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度1616M。服务年限服务至该工作面采掘结束。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2012年12月31日开工，预计2013年11月竣工。开口坐标X4117301；Y11；H956207底板。第二节编写依据本规程编写依据为煤矿三大规程、采区设计说明书为山西煤炭进出口集团左权矿井兼并重组整合项目采区设计说明书，批准时间为2010年6月；依据煤炭工业太原设计研究院山西煤炭进出口集团左权矿井巷道支护设计说明书设计时间为2010年10月。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1、地面相对位置及临近采区开采情况水平名称米水平工作面1工作面轨道顺槽地面米井下标高956207米地面相对位位于狼垴梁、后河沟、西岭梁，荒山野岭无任何建筑物掘进对地面影响无任何影响掘进长度1616米服务年限该工作面采掘结束临近采区开采情况该掘进面东临运输顺槽，西部未开拓；上下尚不存在开采煤层。2第二节煤（岩）层赋存特征一、煤层赋存特征及煤层顶底板情况1、煤层赋存特征煤层厚度/M353595/461煤层结构简单、较简单煤层倾角/516开采煤层硬度23煤种贫煤稳定程度稳定煤层情况描述该面煤层赋存稳定，煤层总厚度353595M，平均461M煤层结构简单。煤黑色条痕为棕黑色，玻璃光泽硬度23有一定韧性，贝壳状，参差状断口内裂隙较发育，多属半亮半暗型煤2、煤层顶底板情况顶底板名称岩石类别厚度M岩性基本顶细砂岩438灰白色细粒结构成分以石英、长石为主含云母和暗色矿物直接顶砂质泥岩389黑色、水平层理、含有植物化石顶板伪顶直接底泥岩388黑灰色、中部含植物化石底板基本底泥岩夹细砂岩585深灰色泥岩、顶部夹薄层细砂岩、水平层理二、预测瓦斯、火、煤层情况根据山西省煤炭工业管理局晋煤安发20072030号文，开采号煤层，矿井瓦斯等级鉴定结果2007年度矿井瓦斯绝对涌出量为266M3/MIN，相对涌出量为795M3/T。根据山西煤矿设备安全技术检验中心，2010年2月3日对该矿号煤层进行的煤尘爆炸及煤层自燃倾向性测试，结果表明号煤尘火焰长度为MM，加岩粉量30，煤尘有爆炸危险性。根据山西煤矿矿用安全产品检验中心，2007年4月25日对该矿号煤层进行的煤层自燃倾向性测试结果号煤层吸氧量10098CM3/G，自燃等级为级，属不易自燃煤层。该掘进3工作面不受热害威胁。（附图1煤层综合柱状图）第三节地质构造井田受区域构造带控制，总体为一走向北东、倾向北西的单斜，地层倾角516，但井田内有次级起伏，局部形成开阔的向斜构造。施工过程中，根据打钻情况和实际揭露情况，确定构造参数，要制定专项的安全技术措施。第四节水文地质太原组是本井田的主要含煤地层之一，号煤上部发育有K2、K3、K4石灰岩，三灰为本组主要含水层，K2平均厚度791M，K3平均厚度378M，K4平均厚度332M，其中K2灰岩含水层属弱富水含水层，其单位涌水量一般在000010032L/SM，渗透系数0002670678M/D之间。因此各含水层对巷道掘进影响不大。预计正常涌水量5M3/H，最大涌水量20M3/H。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置101轨道顺槽采用矩形断面锚网索联合支护，设计长度1616米（该长度为队组图纸上测量，实际长度以地测部门实际测量为准），该巷道由号煤集中胶带下山与101运输顺槽交叉点往胶带下山方向20M开口，沿坡度43559掘进与号煤集中轨道下山贯通，然后以0坡掘进60M，找到煤层底板之后沿煤层底板掘进，掘进方位角为29。101轨道顺槽净宽48M，净高30M，净断面144M2。巷道断面尺寸断面尺寸/M巷道名称断面形状净宽净高净断面/号煤101轨道顺槽矩形4830144第二节矿压观测矿压设计观测1、观测对象号煤101轨道顺槽。2、观测内容根据集团公司有关文件的要求，对巷道应进行顶板离层监测、锚杆和锚4索载荷监测。观测内容、目的和观测方法（见下表）矿压观测内容、目的及手段序号观测内容观测目的观测方法及工具1巷道表面位移监测巷道围岩相对变化量，判断巷道稳定性使用钢尺、测量2巷道顶板离层监测顶板浅部和深部稳定状况，及时采取安全措施观测离层仪浅部、浅部数值变化量3锚杆受力检测锚杆强度是否合适，以调整密度使用锚杆拉力计4锚杆拧紧力矩检查锚杆安装质量扭力扳手5锚索受力检测锚索强度是否合适，以调整密度使用YC180型千斤顶3、观测方法（1）测站布置在巷道开口开始布站。按规定，每50M设一观测站，如遇地质构造或顶板破碎压力大区域要适当缩小测站间距；巷道平交交岔点在巷道中线交岔点和距离各支巷交接口5M顶板处各安装一个顶板离层指示仪；通过断层时，在断层的上下盘距离断层面前后10M处各安装一个顶板离层指示仪；通过陷落柱时，陷落柱与正常区域的交接面前后10M各安装一个顶板离层指示仪；每个观测站设一组LBY3型顶板离层仪，一块锚索压力表。同一侧站内的各种仪器仪表尽量布置在5M范围内，矿压观测数据要集中在一块牌板上，并设置观测站编号。（2）队组进行顶板离层监测，并用记录牌板显示，直接读取锚固区内、外顶板的离层仪值。记录牌悬挂在行人帮距离底板15M处，要求固定端正、数据填写清楚。（3）观测频数距工作面200M以内每天观测一次；200M以外每周观测两次，均由队组技术员观测，并留有记录。4、顶板岩性探测（1）钻探间距要求煤巷每隔50M由队组负责用锚索钻探测一次顶板。当巷道顶板岩性变化较大或遇地质构造顶板破碎时，非取芯孔加密到1030M一个。取芯探孔在巷道每隔300M施工一个，并留有记录。（2）探眼深度为85M。岩性探测孔管理所有无芯探测孔都要单独编号挂牌标注，牌板格式要统一。无芯孔牌板按队组探测资料填绘。所有牌板由队技术员负责填绘、悬挂，标志牌悬挂于巷道人行侧巷帮距底板2M以上。5、数据处理验收员、跟班队干负责每班在井下观测矿压工作。观测人员要仔细查看5井下矿压显现情况，并做好记录，同时汇报值班室，上井后要认真填写矿压观测记录，不得虚报、瞒报。技术员要及时将矿压显现情况汇报上来的数据汇总分析，如果遇到重大隐患时，要及时汇报队及有关科室，进行支护变更设计。第三节支护设计一、确定巷道支护形式根据邻近钻孔的柱状资料分析，号煤顶板直接顶为砂质泥岩，厚度389米，属较稳定的岩层，适合锚网支护。根据邻近巷道的矿压观测数据及支护经验，初步确定本掘进巷道采用矩形断面，锚杆网锚索梯子梁联合支护。二、支护参数设计（一）、采用类比法合理选择参数根据同煤层邻近巷道的支护经验，101轨道顺槽顶锚杆采用采用202400的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚，顶锚杆间距为900，排距为900；帮锚杆采用规格为202000MM螺纹钢锚杆和玻璃钢锚杆，锚杆间距850MM，排距900MM；锚索采用规格为178，17股、L10300MM钢绞线，排距135米，间距20米；（二）、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锚杆外露长度（钢带厚度托板厚度螺母厚度002005M，顶锚杆取007M,帮锚杆取0M）,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08M，帮锚杆取06M），M；普氏免压拱高BB/2HTAN45OW帮/2/F顶式中B、H巷道掘进宽度和高度，B50M，H32M；F顶顶板岩石普氏系数，F顶取3；W帮两帮围岩的内摩擦角，W帮ARCTANF顶7157O。B5000/23200TAN45O7157/2/31005MMC3000TAN45O7157/2482MM6依据上述公式算出顶锚杆长L顶1812M；帮锚杆长L帮1232M所选锚杆长度均能满足要求。2、校核顶锚杆间、排距应满足A式中A锚杆间、排距，M；G锚杆设计锚固力，（顶锚杆取110KN/根，帮锚杆取70KN/根）K安全系数，一般取2L2有效长度（顶锚杆取B）R岩体容重，R267KN/M3顶锚杆A107M，实际取顶锚杆间距900MM,排距900MMLK帮锚杆A103M，实际取锚杆间距850MM,排距900MM2G3、校核锚索间距为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用178MM，17股，L10300MM钢绞绳，间距2000MM,排距1350MM；可用下式计算锚索间距LNF2/BHR2F1SIN/L1式中L锚索间距，MB巷道最大冒落宽度，50MH巷道冒落高度，最严重冒落高度取20MR岩体容重，R267KN/M3L1锚杆排距，09MF1锚杆锚固力，70KNF2锚索极限承载力,取310KN角锚杆与巷道顶板的夹角，78ON锚索排数，取1通过上述计算，L2M，选锚索间排距为20M135M。所选锚索参数满足设计要求。第四节支护工艺LRK7一、支护材料及支护参数（一）临时支护工作面掘进采用不少于2根3寸钢管（钢管长度不小于40M）做前探梁配合专用前探梁爪（每个前探梁用不少3个12MM钢板制的前探梁爪）固定于工作面永久锚杆下进行临时支护，如果顶板高低不平，前探梁无法前移时，可用30D煤溜大链将前探梁吊于前探梁爪上，大链必须用马蹄环联结，螺母满丝紧扣、封口。具体操作顺序为敲帮问顶铺顶网、前窜前探梁、绞顶板临时支护。1、敲帮问顶敲帮问顶由班组长进行，并严格执行敲帮问顶的有关安全措施。2、铺金属网、敲帮问顶后，视顶板情况暂无危险时，及时对工作面新暴露的顶板铺挂网，同时在网片对接的左中右部各联结三扣。3、前移前探梁，勾顶临时支护顶板，人员站在掉落的煤体上前移前探梁爪，将前探梁爪扭结到永久支护巷中的两根锚杆上，前面两人用梯子梁将网片推起，后面两人用梯子梁顶住前探梁移进空顶区，然后将绞顶木板及梯子梁横放到前探梁上，用大板木楔绞实顶板后将网片扣扣相联并梳成鞭。4、掘进工作面临时支护循环使用。5、作业期间，必须设专人现场监护，发现问题及时处理。6、作业人员作业期间，必须时刻保持退路畅通。（二）永久支护101轨道顺槽锚网支护采用锚网索联合支护形式。1、顶板支护顶锚杆采用202400的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用两支锚固剂，一支S2360型（孔底）、一支Z2360型，各长600MM。顶锚杆每排6根，要求锚杆拧紧扭矩力不小于180NM，抗拔力不小于110KN，间排距为900900MM。锚索采用规格为178，17股、L10250MM钢绞线锚索，采用三支锚固剂，其中一支S2360型（孔底）、两支Z2360型，各长600MM，要求抗拔力不小于0KN，间排距为20135M，（附支护图）。一套锚索包括10250MM长钢绞线一根，04M长的16槽钢一块，1001008的钢板一块、锁具一套，一支S2360型、两支Z2360型锚固剂。梯子梁采用直径14MM的A3圆钢焊接，顶梯子梁长47M。托盘采用0010MM矩形托板。网片规格采用金属网护顶，金属网为10铅丝编制的金属菱形网（网孔规格为85050MM），网片规格为50001000MM。网与网搭接不小于100MM，联网用16铅丝，铅丝长300MM，每100MM一个扭结，扭结不低于两圈。2、巷帮支护帮锚杆回采侧采用202000的玻璃钢锚杆，另外一侧采用202000的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，采用两支锚固剂，其中一支S2360型（孔底）、一支Z2335型，各长600MM、350MM。帮锚杆每排8根，每帮4根，要求锚杆拧紧扭矩力不小于0NM，抗拔力不小于70KN，间排距为850900MM。（回采线以内煤帮一侧使用玻璃钢锚杆，其它支护形式不变）梯子梁回采侧使用木托盘，木托盘长宽厚为300MM、200MM、50MM；煤帮木托盘垂直于巷道底帮支护。巷道另一帮采用14MM的A3圆钢焊接的梯子梁，长275M。托盘采用12012010MM矩形托板。网片规格回采侧使用阻燃钢塑网护帮（网孔规格为50MM），规格为31001000MM；巷道另一帮采用10铅丝编制的金属菱形网护帮，网片规格为31001000MM，网与网搭接不小于100MM，联网用16铅丝，铅丝长300MM，每100MM一个扭结，扭结不低于两圈。为了防止杂散电流影响巷道，每掘进50M网片变为阻燃塑料网（网孔规格为5050MM）支护一排，支护方式为顶板使用双层阻燃塑料网，两帮每帮使用单层阻燃塑料网，其余支护形式不变。3、锚网巷道支护工程质量规定锚杆质量要严格按公司制定的掘进质量标准化设施标准中的“锚杆支护巷道质量标准”和国家煤矿安全监察局和中国煤炭工业协会制定的煤矿安全质量标准化标准及考核办法进行验收。巷道超高300，两帮各补打一根帮锚杆，巷道超宽300补打一根顶锚杆（与该位置的顶锚杆在同一排），补打锚杆的位置与帮的距离、锚杆角度和原设计相同。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、梯子梁、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巷道净宽合计010092巷道净高01003锚固力最低值不小于设计90最低值符合设计要求4锚杆施工质量安装牢固、托盘紧贴煤壁、无松动5锚杆、锚索抗拔力最小值不小于设计90最小值符合设计值6铺网、梯子梁质量符合设计、规程规定，钢带、金属网紧贴煤壁，网间压接绑扎牢固7锚杆快速承载在规定时间里，抗拔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，紧贴顶板允许偏差项目允许偏差/MM1锚杆间排距50502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10405锚索孔距1006锚索孔深02007锚索角度符合设计要求、误差不超过58锚索外露长度0250二、锚杆、锚索安装工艺1、打眼打锚杆眼在临时支护可靠的前提下进行打锚杆眼，打顶锚杆眼采用ZQJ0/2风动锚杆钻机，打帮锚杆眼采用MT/T9942006风动锚杆钻机。打锚杆眼前要敲帮问顶，处理活矸、危石。根据设计要求测量巷道规格，按间排距定出眼位，用油漆或粉笔做出标记，在钻杆尾部用红油漆指示锚杆眼深度。打好眼后要将眼内煤粉和积水等杂物吹干净,打眼的顺序，应由外向里按先顶后帮的顺序依次进行。打锚索眼打锚索孔采用MT/T9942006风动锚杆钻机以压缩空气为动力，配合中空六棱接长式钻杆打眼。打锚索钻孔前，要先敲帮问顶，清除活矸，按设计要求测量巷道规格，按间排距定出孔位，做好标记，同时将打锚索的气动锚杆（锚索）钻机稳好，接通风管和水管，并检查供气、供水系统，一切正常后开始打锚索孔。钻机上装好钻杆、钻头，一人操作钻机，一人扶稳钻机，将供气阀打开把钻头顶推至岩面，打开供水阀，随即操纵马达阀，将10马达扳手压下，同时打开水控制旋钮，开始进行钻孔作业，调节马达阀和气阀的控制，使转速和推进速度逐渐上升达到合适匹配；钻孔完毕后，先关闭支腿气源，然后关闭水源，同时在支腿回落过程中使马达慢转，这样有利于钻杆随钻机下降。依次接钻杆重复上述动作，直至达到锚索孔深度，便钻好一个锚索孔。钻孔过程中，钻杆连接处强度较低，在接头位置进入孔内之前，要控制钻机推进力，另外，还要根据岩性变化调整钻机速度，以免钻杆弯曲或折断伤人。2、安装锚杆、锚索安装顶部锚杆用锚杆钻机打完眼后，将一支S2360和一支Z2360三支药卷按一前两后首尾相连装入钻孔，锚杆杆尾通过钎尾安装在搅拌器上，然后使锚杆端头顶住最后一支锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，然后启动搅拌器搅拌锚固剂，搅拌应连续进行，不得中断，搅拌时间为3045S，搅完后立即在眼口将杆体楔牢，防止固化过程中杆体发生位移。待13MIN锚固剂充分固化后，再上托板、紧固螺母，托板要紧贴岩面，操纵锚杆钻机拧紧锚杆螺母，锚杆拧紧扭矩力不小于180NM。安装锚索采用QYB045/70型气动油泵，在安装锚索前，应检查树脂锚固剂是否硬化、过期、损坏等，发硬的锚固剂禁止使用，同时将锚索的锚固端用棉纱擦干净，防止沾上杂物，影响锚固力，待一切准备好开始安装。将锚索下端装上专用搅拌器，驱动搅拌器尾部安装在锚杆钻机上，2人配合用锚索顶住锚固药卷，缓缓送入孔内，但不能反复抽拉锚索，确保药卷全部送到孔底。然后一人扶住机头，一人操作锚杆钻机，边推进边搅拌，搅拌应连续进行，不得中断，搅拌时间2530S。停止搅拌后，要连续保持锚杆钻机的推力约3MIN，然后方可缩回锚杆机。5MIN后对锚索进行张拉，涨拉锚索前，应先检查张拉千斤顶，油泵各油路接头处是否有松动，若发现有松动现象应及时拧紧。先在锚索上装上槽钢、钢板、锚具，然后将张拉千斤顶用手托住套到锚索上，打开油泵进行张拉。油泵工作时压缩空气通过进气阀进入叶片气动马达推动马达旋转，马达带动与其相连在同一轴上的摆线转子泵和柱塞泵工作，高压油经手动换向阀进入执行机构，系统配备的安全阀可确保泵的最高压力不超过其许用值，气动泵的输出压力通过溢流阀调整。涨拉时，千斤顶正下方严禁站人，当气动油泵压力表读数达到0KN时千斤顶行程结束，并迅速换向回程，卸下张拉千斤顶，用手扶住，避免坠落，完成锚索安装。安装锚索时，可把当班安装的锚索集中一次张拉。安装帮部锚杆用风动锚杆钻机打完眼后，将S2360和Z2360两支药卷按一前一后首尾相连装入钻孔，然后使锚杆端头顶住锚固剂，将锚固剂缓慢送入孔底，边搅拌边将锚杆推入孔底，搅拌时间为2025S，然后等待10S后操纵风动帮锚杆钻机拧紧锚杆螺母，托板紧贴岩面，锚杆拧紧扭矩不小于0NM。3、吊装锚杆瓦斯管路需吊挂在专门打设的吊装锚杆上，吊装锚杆距左帮600MM,距顶500MM，吊挂间距2000MM。4、叉点支护叉点支护时，需要在前后5M处补打锚索，加强支护。在巷道内打设钻场时，需在开口处打设不少于3根的封口锚索。11第四章施工工艺第一节施工方法1、巷道施工方法使用EBZ160型综掘机截割煤体并自行装煤，刮板输送机配合胶带输送机出煤至煤仓。2、钻场施工方法采用光爆施工，人工攉煤至胶带输送机出煤。3、工艺流程安全检查延伸煤溜（皮带）割煤（出煤、备料）检查临时支护安设顶锚杆安装帮锚杆打设安装顶锚索验收合格后进入下一循环EBZ160型掘进机技术参数项目参数项目参数截割头直径094外型9424816M整机功率183KW最大截割宽度56M最大截割断面26最大截割高度47M整机重量45T适应巷坡度18最大卧底量0206M行走速度008M/S截齿总数48个铲板宽度29M截齿形状镐形油泵工作介质N68抗磨油工作电压660/1140V第二节凿岩方式101轨道顺槽采用使用EBZ160型综掘机割煤的方法破煤，钻场采用打眼放炮的方法破煤钻场规格553。1、打眼工具采用QJ0/2风动锚杆钻机打顶锚杆和锚索，采用打MT/T9942006风动锚杆钻机打帮锚杆眼，配套19MM、长12M的六棱空心钻杆，配套28MM合金刚钻头、搅拌器、紧固器。2、截割方式一般情况下综掘机司机把掘机截割头摆放到工作面右下角的位置，利用12综掘机自身的推进及左右摆动开始进刀水平截割，左右各摆动一次为一个行程，两个半行程为一个循环进度，炮头割煤至预计巷边200MM左右，人工用风镐刷帮至设计断面，循环进度09M。（附截割顺序图）3、打眼放炮时，严格按照爆破图表进行打眼、装药、爆。第三节爆破作业巷道内所有钻场采用放炮作业的作业形式。炸药使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药，雷管使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管；联线方式为串联联线，钻场放炮采用正向装药结构。打眼放炮时，严格按照爆破图表进行打眼、装药、爆破。附101轨道顺槽钻场炮眼布置图第四节装载与运输一、装岩（煤）方式1、巷道掘进施工中，用掘进机自行装煤。2、钻场施工中，采用人工攉煤至胶带输送机上装煤。二、运输方式1、运煤101轨道顺槽掘进工作面掘进机煤溜二级皮带号煤集中轨道下山皮带行人平巷皮带（旧）集中胶带下山皮带煤仓（旧）主斜井皮带地面。2、运料副斜井号煤集中轨道下山101轨道顺槽各用料点。第五节管线及轨道敷设1、掘进工作面的瓦斯管、风水管路悬挂在左手帮，顶板往下500MM吊挂瓦斯抽放管，瓦斯管路吊挂在制定的吊装锚杆上；风水管路需悬挂在巷道底板往上不低于10M的位置，管路间隔100200MM，风管采用2寸，静压排水管为2寸，排水管为3寸，引管用25MM的高压胶皮管，风管、水管用专用管钩吊挂，每5M一道管钩，并依次排开。2、风筒吊挂靠右手帮、在顶帮棚梁上拴好8铅丝，之后把风筒吊挂在铅丝上、做到逢环必挂，保证风筒平直，不影响运输和行人。主风筒和副风筒并排，风筒出口到工作面的距离不超过5M。3、监控线、电话线、信号线、动力电缆需挂在巷道的右手帮，底板往上不小于15米的位置，依次悬挂监控线、电话线、信号线、动力电缆，按照电缆钩从上到下排列，电缆钩的间距为10M。4、在靠巷道左手帮600MM处安设巷道的胶带输送机，轨道安设在胶带输送机左手边700MM的位置。第六节设备配备13设备配备见表名称型号单位数量局部通风机FBDN071台4掘进机EBZ160台1风动锚杆钻机QJ0/2部3锚索钻机MT/T9942006部2帮锚杆钻机MT/T9942006部2胶带输送机SJ800部1刮板输送机40T部1风钻YT28部2力矩扳手TG450把3风镐部2锚杆测力计台1锚索张拉仪台1绞车JD114部最多300M一部激光指向仪800台1综保台1第七节循环进尺1、掘进过程中，在顶板完整、无片帮、煤层层理、节理不太发育时，循环进尺为900MM，掘进支护最大控顶距离1100，最小控顶距离200，永久支护端头顶锚杆距工作面最大1100，最小200。2、在顶压较大、顶板岩性不好、煤层层理和出现高顶时，循环进尺必须控制为06M以下，帮锚杆要紧跟窝头打设。第八节过特殊地段情况掘进过程中遇到地质构造时，及时向生产、地质部门汇报，另补措施，及时进行支护变更设计。第五章生产系统第一节通风一、通风方式和供风距离1、通风采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机必须采用双风机双电源，并能实14现自动切换。2、局部通风机必须实行“三专两闭锁”。3、风筒出口距工作面距离不得超过5M，风筒要吊挂平直，逢环必吊，不得有死弯和破口，保证掘进头有足够的风量，最长供风距离为300M。二、局部通风机安装地点和要求（一）局部通风机安装地点局部通风机安装在煤集中轨道下山距离回风口M以外进风流中。（二）局部通风机安装要求1、局部通风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距离轨道不小于700MM，底板不小于300MM。2、局部通风机开关必须上架，挂牌管理，专人负责。3、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。4、必须保证风机连续运转，杜绝无故停电、停风。5、所有人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。损坏后要及时修补，以免漏风，造成掘进头风量不足。三、通风系统通风路线工作面进风原主斜井进风行人巷集中轨道下山副斜井集中胶带下山局部通风机掘进工作面。集中轨道下山工作面回风工作面102轨道顺槽联络巷102瓦斯尾巷号煤北集中回风下山总回风大巷回风立井地面。附通风系统图四、掘进工作面风量计算1、掘进工作面需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算风量根据邻近巷道1011运输顺槽工作面掘进期间瓦斯涌出量统计，预测掘进工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量为3M3/MIN。根据公式Q掘100Q掘K掘可得Q掘100316480M3/MIN式中Q掘单个掘进工作面风筒出口风量，M3/MIN；Q掘掘进工作面回风流平均瓦斯绝对涌出量，M3/MIN；15100掘进工作面回风风流瓦斯浓度按1计算所换算的常数；K掘瓦斯涌出不均衡系数，取16。（2）按工作面同时工作人数计算风量Q掘4N42080M3/MIN式中Q掘单个掘进工作面风筒出口风量，M3/MIN；N单个掘进工作面同时工作的最多人数，取20人；4每人每分钟需风量，M3/MIN。由上所述计算，工作面需风量为480M3/MIN。（3）按风速进行验算按最低风速计算Q掘02560S144216M3/MIN按最高风速计算Q掘460S2401443456M3/MIN经以上计算216Q掘3456M3/MIN。式中Q掘掘进工作面的风量，M3/MIN；S掘进巷道净断面，144。因此，工作面需风量确定为480M3/MIN，符合风速要求。2、局部通风机选型根据公式Q局KQ掘JL可得Q局480134300636M3/MIN式中Q局局部通风机需风量，M3/MIN；J百米漏风率，取4；L供风距离，本工作面最长供风距离，取300M。根据上述计算，局部通风机需风量应大于636M3/MIN，掘进工作面选用FBD245KW风机供风，其额定风量为480780M3/MIN，能满足工作面风量需求；工作面断面为144，选用1000MM胶质阻燃风筒。3、掘进工作面的配风量计算根据公式Q配Q局S可得Q配78017510425M3/MIN，取1043M3/MIN。式中Q配掘进工作面的配风量，M3/MIN；Q局局部通风机的吸风量，M3/MIN；S局部通风机安装地点到回风口最大井巷断面积，175。根据上述计算，局部通风机巷道的配风量需要1043M3/MIN。五、风筒管理161、质量标准要求（1）风筒吊挂要平、直、紧、稳，避免车挂，炮崩，必须逢环必挂。（2）风筒之间的接头，插接要顺接，不得反接，接口必须严密（手距接头处01M处感到不漏风），风筒正反压边后，上快速接头，上紧螺钉。（3）每列风筒的直径要一致，如果直径不一致时，要使用过渡节，先大后小，不准花接，并挂设正规风筒及临时风筒编号牌，实行编号管理。（4）风筒在拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯，分岔处要设三通。（5）要经常检查和维护井下风筒，发现有破口，必须及时修补，保证不漏风。（6）风筒末端距工作面的距离不得超过规定，必须保证工作面有足够的风量。（7）巷道中不用或损坏的风筒必须及时回收上井交给通风队，备用风筒要叠放整齐，不同规格型号的分开码放，严禁混堆乱放。（8）各班组负责维护其施工巷道内的整列风筒，运送物料时要采取措施，防止损坏或挂破风筒，吊挂时严禁将完整的风筒割成半截或去掉接头。工作人员不得在风筒上躺、卧、坐、靠等休息。2、吊挂风筒将当班需要的风筒，事先准备好，并拴好绑丝，绑丝要拴牢固，然后与班长和机组司机、皮带司机联系，确认掘进机及皮带停机后，方可吊挂。吊挂前必须先用8铅丝上好引线且拉紧并隔架用16铅丝扭结固定，每根引线长度不超过10M，然后吊挂风筒、接口，接口要顺接、正反压边，上好快速接头，保证不漏风，风筒要平、直、紧、稳，风筒出口距工作面的距离要符合规定要求，最后进行检查，发现破口及时修补，确认完好合格后，通知班组长和机组司机，方可开机。第二节压风掘进工作面的压风管路引自旧主斜井压风管路，用4寸钢管经行人措施巷、进风行人巷接入工作面，供风管（钢管）距工作面不超过50M，设三通，胶管紧跟工作面。供水管路引自新主斜井供水管路，用3寸钢管经胶带下山接入工作面。压风路线旧主斜井行人措施巷进风行人巷集中胶带下山101轨道顺槽。第三节瓦斯防治1、每班必须配备一名专职瓦斯员对工作面和回风口分别进行至少三次瓦斯检查，并及时掌握工作面有害气体情况，瓦斯检查员要做好“一炮三检”并记录好，坚决做到瓦斯超限不作业。瓦斯检查要在工作面风流、回风流、高冒处应分别设置瓦斯检查点。172、爆破地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到08时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到12时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到12时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于05M内集聚的瓦斯浓度达到16时，附近20M内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。3、瓦斯抽采（1）本掘进工作面采用超前预抽、边掘边抽的抽采方式进行瓦斯抽采。（2）钻场布置采用迈步式布置钻场间距为50M。钻场规格钻场规格为5M5M3M（长宽高）。（3）钻场布置钻场25M内开始布置两排钻孔，共6个钻孔，间距为600MM，排距为500MM。孔深120M，孔径为94MM，开孔高度为15M，钻孔倾角视煤层坡度而定，从而实现对工作面煤体瓦斯的抽放。（4）封孔标准封孔使用安尔特高效封孔剂（400KG/袋），采用“两堵一注”的方法封孔。设计封孔长度为12M，封孔管采用直径为50MM的PVC管。（5）管路连接封孔管采用50MM的PVC管，各钻场通过连接管与巷道抽采管路连接，连接标准严格按照鑫顺工作面抽采设计执行。第四节综合防尘1、掘进工作面施工前必须敷设2寸专用静压水管，并保证转载点喷雾用水及冲洗巷道和掘进过程中的洒水灭尘用水。2、供水管距工作面不超过30M，设三通，胶管紧跟工作面，以满足洒水需要。3、水幕安装距工作面2030M处及巷道开口往里10M处、巷道每隔100M各安设全断面喷雾水幕一道，且在出煤矸、喷浆或放炮时使用。风流净化水幕应灵敏可靠，喷雾方向应逆风45，喷水呈雾状，能封闭全断面。掘进工作面的净化水幕随工作面的前移及时跟进。4、综掘机内外喷雾必须有内外喷雾，喷雾装置必须使用引射器，喷雾直径不得低于1806M，喷雾能覆盖滚筒。内喷雾装置的使用水压不得小于3MPA，外喷雾装置的使用水压不得小于15MPA。5、用静压水管冲洗降尘，距工作面50M范围内巷道每循环进行冲洗；距工作面50100M巷道应每天冲洗一次，100M以外应每周冲洗一次，以保持巷内无积尘正前30M内班班洒水，防止粉尘堆积。6、隔爆水袋安设在工作面60200M范围内安设一组，以后每隔200M安设一组，要严格按照山煤集团隔爆水袋安装规范安装。7、101轨道顺槽掘进工作面要使用湿式打眼、冲刷巷帮、装煤洒水、净化水幕、个体防护等综合防尘措施。第五节防灭火1、井下消防管路系统应每隔100M设置支管和阀门。并在皮带机头配备两台干粉灭火器和1个沙箱和专用铁锹。2、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。并配置灭火砂箱，内装不少于03M3黄砂及消防锹，配置两个灭火器和不少于20米灭火水管。3、用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在巷道内。4、井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。5、掘进巷道的电器设备杜绝“失爆”。6、工作面应采用不延燃电缆、阻燃风筒。7、煤溜、皮带机头应安设洒水装置。8、加强局部通风管理，确保工作面所需风量。9、任何人员发现井下火灾时，首先应立即采取一切可能的方法直接扑灭火，并迅速汇报矿调度室。10、电器设备着火或受火灾危胁时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材灭火；油脂类着火时，不能用水灭火，应用砂子或灭火器灭火。严禁将旧油和废油泼洒在巷道内。11、对井下火灾不能直接扑灭时，必须封闭火区，在确保安全的前提下，应尽量缩小封闭火区的范围，现场的班组长、队干应组织人员撤离危险区，必要时，要戴上自救器撤离。第六节安全监控191、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面距掘进头5M范围内风筒对帮且距顶板不大于300MM、距巷帮不小于200MM处设置一枚瓦斯传感器T1，其报警浓度为08CH4，断电浓度为12CH4，复电浓度08。在距工作面回风口以里10M处，距顶板不大于300MM、距巷帮不小于200MM处，安设一枚瓦斯传感器T2，其报警浓度为08、断电浓度为08CH4，复电浓度08。2、工作面瓦斯传感器T1与回风瓦斯传感T2器断电范围101轨道顺槽巷道内所有非本质安全型电气设备及其电源。3、队干、电修工、掘进机司机、班组长、安全员必须携带便携式瓦检仪上岗作业。4、瓦斯传感器每七天标校一次。5、综掘机上的机载瓦斯传感器在瓦斯浓度超过规定时能自动切断移变高压开关。第七节供电一、井下供电号煤101轨道顺槽掘进工作面电源来自井底中央变电所，为专线供电。综掘机电源由井底中央变电所经过MYJV22350MM2电缆引入移动式变电站提供。各种电气设备的选型、电压等级、电器保护整定和开关、电缆的配备必须由机电队长严格按供电设计计算的数据进行选用、安装、调试，任何人不得随意更改。二、机电管理1、防爆电气设备入井前，要由机电队防爆检查员检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发机电防爆检验合格证后方准入井，设备标志牌、整定牌要真实规范。2、井下低压馈电开关应装设短路、过负荷和漏电保护装置，馈电开关的供电系统，应具有选择性漏电保护功能。选择性漏电保护装置必须配套使用（即总开关和所有分支开关必须都装设），带延时的总检漏装置不准单独使用。3、直接控制低压电动机的开关应具有短路、过负荷、单项断电、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。电动机绕组有温度传感元件的，控制开关应有温度保护。小容量控制开关必须装设电动机综合保护器，具有软启动功能的控制开关也必须具备上述保护功能。4、向掘进面供电的开关必须有风电、瓦斯电闭锁保护功能。5、每个低压配电点（含单台馈电开关）或2台以上（含2台）电气设备之间距离不超过5M的地点要打设局部接地极。由变电所直接供电的掘进工作面至少要装设1个局部接地20极。连接高压动力电缆的金属连接装置要打设局部接地极。接地极接地电阻不得大于2，初装时摇测一次，以后每季测一次并留有记录。6、照明、信号综保和带漏电保护的开关设备要有合格的主辅接地极，主辅接地极之间的距离不小于5米。辅助接地线要采用不小于16MM2的电缆线。7、局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近潮湿处。设置在水沟中的局部接地极应用面积不小于06、厚度不小于3MM的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并应平放于水沟深处。设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35MM、长度不小于15M的钢管制成，管上应至少钻20个直径不小于5MM的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22MM、长度为1M的2根钢管制成，每根管上应钻10个直径不小于5MM的透孔，2根钢管相距不得小于5M，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于075M。8、连接主接地极的接地母线，应采用截面不小于50MM的铜线，或厚度不小于4MM、截面不小于100MM的扁钢。连接局部接地极的接地线，应采用截面不小于25MM的铜线，或截面不小于50MM的镀锌铁线，或厚度不小于4MM、截面不小于50MM的扁钢。9、禁止使用无法与接地系统连接的电气设备和小型电器。10、照明信号综合保护装置每天试验一次。对具有选择性功能的检漏保护装置，各支路应每天做一次跳闸试验，总检漏装置每周做一次跳闸试验。新安装的检漏保护装置在首次投入运行前做一次远方人工漏电跳闸试验。运行中的检漏保护装置；每月至少做一次远方人工漏电跳闸试验（127V用2K、10W电阻；380V用35K、10W电阻；660V用11K、10W电阻；1140V用20K、10W电阻）。11、开关保护装置必须经项目分公司机电负责人联系电气试验室检测调试，严格按照整定值通知单整定，合格后交给运行队组使用，严禁使用队组随意调整整定值，且每半年应调试、校核一次。严禁使用淘汰设备。12、井下电气安全应做到“十不准”1、不准甩掉开关保护装置。2、不准甩掉检漏保护装置。3、不准甩掉局部通风机风电、瓦斯电闭锁装置。4、不准明火操作、明火打点、明火放炮。5、不准用铜丝、铅丝和铝丝等替代熔断器的熔体。6、不准对未经检查瓦斯浓度或瓦斯浓度超限的地点进行送电、验电、放电。7、不准对有故障的供电线路强行送电。218、不准对保护装置不可靠的电气设备送电。9、不准使用隔爆型插销开关和失爆的电气设备。10、不准在井下拆卸矿灯。13、电气设备检查、维护、修理应遵守下列规定电气设备必须由专责的电气维修工进行检查、维护、修理。井下电气维修人员必须配带便携式瓦检仪、与电源电压相适应的验电笔和停电牌。在检查、维修前，检测环境瓦斯浓度低于05时方可开盖作业，并严格执行停电、验电、放电和挂接地线的操作程序。14、巷道内所有电气设备布置合理有序，开关台台上架，五小电器牌板化。、井下所有电气设备禁止出现淋水现象。16、所有设备的电缆线应整齐地敷设在巷道帮壁上，禁止有泥浆敷设其上，严禁电缆盘圈。17、防爆电气设备必须实行包机管理，每台防爆电气设备（包括五小电器）都必须责任到人，机电管理人员必须实行“分片包干制”，明确分工，明确职责，包保到位。18、调度绞车必须有管理牌板。19、漏电保护、风电、瓦斯电闭锁要每天试验一次，并有相关记录。如发现漏电装置、两闭锁装置保护失效，应停止相关工作，由维护工立即处理。20、井下隔爆电器设备要完好，杜绝失爆，达到“90”标准。21、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和线路。22、机电设备检修时，要将上一级电源总开关及本级电源开关拉闸断电闭锁，严格遵守“停电、闭锁、挂牌、验电、放电”的工作程序。23、检修好后需送电时，送电人员确认无人在电器线路上工作时方可送电，做到“谁停电，谁送电”，严禁约时约人送电。24、在检修开关时，必要情况下，要设专人看管开关。25、机电维护工必须经过培训合格持证上岗，入井必须配带便携式瓦检仪、与电源电压相适应的验电笔和停电牌。无证人员不得擅自操作电气设备。26、综掘机等大型设备悬吊安装必须另作专项安全技术措施。附掘进工作面供电系统图第八节防治水221、工作面用水由地面静压洒水池接入。一般情况下工作面淋水不大，仅有局部淋水,对掘进工作不会造成影响，预计正常涌水量5M/H。在遇构造淋水增大时，必须配备与工作面最大淋水量相适应的排水设备，故在作业期间应严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采、综合治理”防治水原则，并在窝头安设排水设施，在非行人侧敷设2寸水管，将水排至主水仓，再由主水仓排到地面。2、检修工每天必须对本队排水管路进行一次全面的检查，发现跑水、滴现象漏及时处理。3、掘进工作面接近导水裂隙、断层时，必须进行超前探测，探明断层的产状要素和断层的水文地质条件。通过断层的探水工作，搞清断层的位置、方向、落差、倾向、倾角及断层厚度等情况，另外通过探水要判断处断层带本身的含水层和含水层的位置、水量、水压，然后根据具体煤矿留设合理的防水煤柱或注浆封堵加固导水断裂构造，利用超前支护等技术加固过断层构造段的巷道，超前对含水层进行疏水降压，达到安全水压后，方可通过断层。4、掘进过程中发现有透水预兆时，要超前探水，井下掘进过程中，遇到水文地质条件复杂地段时，当巷道出现透水征兆或怀疑有其他水害威胁时，必须超前分析和开展超前探水工作。第九节运输一、装运方式装载煤（矸）使用EBZ160型综掘机，后接SJ800皮带运输机，运入煤仓。二、运输安全设施使用规定、倾斜巷道运输必须有明显的“行人不行车，行车不行人”标志牌。拉放车时，要在出车横贯口放好警戒，方可放车。、矿车的连接装置必须使用经过指定权威厂家定期试验的连接装置。斜巷运输必须使用带底销的不能自行脱落的插销，连接钢丝绳必须使用经机电科鉴定的特制绳环。、所有使用的安全设施必须按规定检查，保持完好。、绞车提升必须按规定使用车尾巴和保险绳。、禁止矿车装运超过矿车长度和高度的材料，绳上有未进入车场的矿车，司机不准离开岗位。、小绞车操作程序、责任分工及落道处理等注意事项23小绞车提升车辆时下部车场摘挂钩工将连接环、钩头、保险绳、车尾巴连接好，并通知信号工，信号工检查所有连接装置无任何问题后打信号联系，联系好后打开挡车栏，待车辆通过挡车栏后将其关闭；上部车场信号工接到信号后通知绞车司机开车，待车辆离上部挡车栏10M时打开挡车栏和阻车器，车辆通过后关闭。小绞车下放车辆时上部车场由摘挂钩工将连接环、钩头、保险绳、连接好，并将车尾巴放到车上，并通知信号工，由信号工检查所有连接装置无任何问题后打信号联系，联系好后打开阻车器、挡车栏，通知绞车司机开车，待车辆通过挡车栏后将其关闭；下部车场信号工接到信号后回信号允许下放，待车辆离下部挡车栏10M时打开挡车栏，车辆通过后关闭。三、车辆落道处理（1）必须由两长一员中一人指挥，站在可靠地点作业。（2）平巷上道只能在落道车前（后）上道，且前后10M设好警戒，两侧严禁有人。（3）斜坡上道时，上下部车场均设好专人警戒，严禁人员通行。绞车司机刹好车闸，不得随意离岗。处理落道人员严禁将钢丝绳钩头及三环等连接装置从绞车上摘下，并在处理落道前在落道车下方打好十字掩木，人员严禁站在落道车正下方。用导链上道时，必须由跟班队干及安监员共同检查悬吊锚杆、锚索、导链、绳环等悬吊装置，合格后方可使用。四、小绞车的安装使用1、绞车的牵引能力必须与钢丝绳和牵引数相匹配，牵引长度不得超过滚筒容绳量或规程规定长度。2、小绞车按规格实施地锚固定，25KW以下绞车地锚直径不小于18MM，长度不小于16M，25KW绞车不小于20MM，长度不小于20M。绞车固定时垫加宽100MM以上，厚10MM以上的钢件。每部绞车都要有牌板，牌板上标明牵引车数。3、小绞车的钢丝绳钩头、绳皮必须按规定制做，不得使用猴绳、翻新、扁股、抽股和断丝、锈蚀以及磨损超限的钢丝绳。4、小绞车安装必须距轨道一侧700MM以上的距离，且在方向和水平与车场一致，符合一定的牵引标准，同时必须设置护身柱和挡绳板。5、小绞车司机必须持证上岗，坚持正规操作。五、皮带输送机、刮板输送机要求1、刮板输送机刮板输送机机头应安设在顶板支护完整及良好的地点。24刮板输送机机头机尾必须打好压柱或用地锚固定。开机前应先发出报警信号，后“一点、二碰、三启动”。任何人不得蹬乘刮板输送机，不得倒溜运送物料，不得运送大型材料和细长材料（如减速器、锚杆、锚索、垫片等），从刮板输送机中取物料必须停溜。刮板输送机飘链时应停止装煤作业，停止刮板输送机进行处理，严禁用脚蹬、手搬运转中的刮板链。进行抓、接连工作时，工作人员必须保证机头压柱完好牢固，躲离链条受力方向。刮板输送机检修时必须停电锁开关，并挂好停电牌。2、皮带输送机皮带机头应安设在顶板支护完整及良好的地点。开机前应先发出报警信号，后“一点、二碰、三启动”。任何人不得蹬乘运行中的皮带。处理皮带跑偏时，严禁用手和脚触动运行中的皮带。皮带运转时，禁止清理机头、机尾的浮煤。皮带检修时必须停电锁开关，并挂好停电牌。3、其他、延长皮带时，稳皮带机尾要选择顶板好的地段，用掘进机向煤头牵引机尾，稳好机尾架，上好皮带拉杆，穿好皮带，上齐上托辊、底辊。、皮带、刮板输送机要做到“平、稳、直”，刮板输送机要铺在实底上。、启动综掘机前要发出报警信号，确认传动机构5米范围之内没有人员之后方可开机。、综掘机、皮带机按规程规定要求，保护功能必须齐全可靠。六、运料运料路线副斜井副斜井井底车场号煤集中胶带下山101轨道顺槽。第十节照明、通信和信号1、照明综掘机前有照明、后有尾灯，电源由综掘工作面电控箱供出，电压127V。2、通信在掘进工作面迎头30M内和胶带机头各安设一部电话，供巷道掘进期间与调度站及井下25其他电话联系。3、信号（1）信号电源必须使用信号综合保护装置。（2）绞车、皮带间设双向声光语音信号兼备语音报警信号装置。信号规定一停，二上，三下，乱点为事故。岗位工不得脱离岗位。第六章劳动组织及主要经济技术指标第一