掘进作业规程

1、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- 4 -第四节 水文地质- 4 -第三章 巷道布置及支护说明- 7 -第一节 巷道布置- 7 -第二节 矿压观测- 7 -第三节 支护设计- 11 -第四节 支护工艺- 13 -第四章 施工工艺- 20 -第一节 施工方法- 20 -第二节 掘进方式- 23 -第三节 装载与运输- 24 -第四节 管线及轨道敷设- 27 -第五节 设备及工具配备- 30 -第五章 生产系统-

2、 31 -第一节 通风系统- 31 -第二节 压风系统- 36 -第三节 供水系统- 36 -第四节 瓦斯防治- 36 -第五节 综合防尘系统- 38 -第六节 防灭火系统- 38 -第七节 供电系统- 40 -第八节 排水系统- 40 -第九节 运输系统- 40 -第十节 照明、通讯和信号- 40 -第十一节 安全避险系统- 44 -第六章 劳动组织与主要技术经济指标- 50 -第一节 劳动组织- 50 -第二节 循环作业- 51 -第三节 主要技术经济指标- 53 -第七章 安全技术措施- 54 -第一节 一般规定- 54 -第二节 一通三防- 54 -第三节 顶板管理- 58 -第四节

3、防治水管理- 61 -第五节 机电管理- 62 -第六节 运输管理- 67 -第七节 职业病危害防治措施- 74 -第八节 其它管理- 75 -第八章 灾害应急措施和避灾路线- 80 -第九章 事故案例- 82 -第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称W3101运输顺槽。二、巷道类别及用途 巷道类别：回采巷道。巷道用途：满足通风、运输、行人的要求。 三、设计施工长度W3101运输顺槽总工程量为2682m。其中：运输顺槽设计长度为2672m, 两个临时避难硐室10m。运输顺槽已施工完成95m，本规程包括运输顺槽剩余施工量2577m和两个临时避难硐室10m，共计2587m。四、服务期限：5年。

4、五、预计开竣工时间预计开工时间：2018年1月中旬；预计竣工时间：2019年6月下旬。 第二节 编写依据一、经过审批的设计及批准时间1、本作业规程的地质资料是依据地测队W3101工作面掘进地质说明书而编写的，批准时间为2017年1月。2、本作业规程是依据地测队W3101工作面设计方案而编制的，该设计的批准时间为2017年2月。三、其它编写依据1、煤矿安全规程（2016版）；2、煤矿安全规程（2016版）执行说明；3、煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）；4、煤矿工人安全技术操作规程；5、集团公司、矿有关技术文件规定。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

5、采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1 井上下对照关系表水平、采区-570水平、西三采区工程名称W3-101运输顺槽地面标高+80.8+92.7m井下标高-717.3-570.4m地面相对位置建筑物及其它W3101运顺工作面地表位于工业广场西南部，东部为三台子村，西北为四家子村，西侧为三台子水库及大平S2S9采空区积水区，中南部地表主要为鱼塘及大棚。南侧有一道河、二道河通过。三台子水库大坝及三台子水库管理站位于工作面西部。井下相对位置对掘进巷道的影响在西三采区轨道大巷上方通过（该位置巷道尚未掘出）其平面位置为x:47240004723900，y:4152970041529800。上下

6、无巷道，对巷道掘进无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响东邻未开采的W3-102工作面，南侧为井田边界，西侧隔井田边界紧邻大平矿S2S9采空区（2012年12月末回采完毕），北侧为西三采区三条中巷。对掘进巷道无影响。附图1 井上下对照图第二节 煤（岩）层赋存特征W3101工作面煤层赋存于-540-730m之间，煤层总体走向近东南，倾向北偏东。工作面南部较高且煤层倾角较大约为10，中、北部略低且略为平缓，煤层倾角约为3，煤层赋存比较稳定。沿层施工，煤层平均厚度约为7m。顶板：无伪顶，直接顶为油页岩，在工作面上方最厚为40m，最薄25m，一般为35m。黑褐色，以泥质成分为主，层状结构，含碳、富油、易

7、风化，风化后成片状。底板：为煤灰黑色,沥清光泽,块状构造,质软，易风化。第三节 地质构造根据三维地震勘探资料显示距设计采止线293m左右巷道有可能揭露断层S4DF67,S4DF67断层产状：倾向260、倾角6070,落差约5m; 三维地震勘探成果显示此断层伴生的煤层变薄缺失带影响范围大约240m。距设计采止线1665m左右巷道将揭露一条煤层变薄缺失带，影响长度约100m。距设计采止线1943m左右巷道有可能揭露断层S4DF48,S4DF48断层产状：倾向346、倾角5565,落差约4m; 三维地震勘探成果显示此断层伴生的煤层变薄缺失带影响范围大约90m。距设计采止线2482m左右巷道有可能揭露

8、断层S4DF28,S4DF28断层产状：倾向42、倾角4555,落差约5m。运顺掘进过程中还有可能揭露其他小断层及无煤带，对生产影响不大。 靠近运顺三角点处有可能揭露断层S4DF24，S4DF24断层产状：倾向339、倾角5060,落差约8m左右。 过断层、煤层缺失带时另行编制安全技术措施。附图2 地质平面、剖面图第四节 水文地质1、采空区积水：W3101工作面西侧为大平煤矿S2S9采空区，根据采高和地质赋存情况分析，在采空区低洼处可能残留少量积水，井田边界保护煤柱40m,对生产不构成威胁。2、地面塌陷坑积水：W3101工作面地表西侧为三台子水库及大平矿S2S9采空区塌陷积水坑，塌陷积水坑面积

9、20.5万m，积水量24.6万m。开采前应对该工作面水体下开采进行可行性论证。3、含水层：W3101工作面划分3个含水层，分别为：白垩系底部直接充水承压含水层、白垩系砂岩及砂砾岩承压含水层、第四系砂岩及砂砾岩承压含水层。4、隔水层：W3101工作面划分为二个隔水层，第四系粘土及亚粘土隔水层和白垩系煤层顶板油页岩隔水层。这两个含水层在不受构造影响的情况下，均能起到隔水作用。5、断层、钻孔导水性：工作面开采影响范围内的断层均为闭合断层，含水性极其微弱，不导水。个别断层在回采过程中会对工作面涌水量有一定影响，但影响不大。工作面范围内及附近的206、149、7号钻孔均已重新封堵，对工作面生产影响不大。

10、预计该综放面最大涌水量为2.23m/h，该综放面的水文地质条件简单。附图3 综合柱状图第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置W3101运输顺槽总工程量2682m。运输顺槽设计长度2672m，起始点坐标为x:4723987，y: 47529734，以方位角169900进行施工，已施工完成95m，继续向前施工2577m。运输顺槽内还有两个临时避难硐室，分别位于设计采止线内560m和1473m位置，在前进方向右帮施工,深5m，共计10m。运输顺槽及临时避难硐室：采用A-A断面，工程量2462m，延煤层底板施工。掘进至距设计采止线内1231m时施工机头硐室60m，掘进至距设计采止线内1510m时施

11、工机电硐室90m。机头硐室及机电硐室：采用B-B断面，总工程量150m，延煤层底板施工。附图4 施工平面图附图5 A-A断面图附图6 B-B断面图第二节 矿压观测1、监测对象：W3101运输顺槽。2、监测内容：顶板下沉量、巷道中宽、底板移近量、锚杆、锚索拉拔力。3、监测方法：（1）顶板动态监测方法：巷道掘进30米后,在50米处设第一组测站，以后每隔50米设一组,每组测站布置两点，对顶板下沉量、中宽、底板移近量进行测量；（2）支护质量监测方法：使用涨拉器对锚杆、锚索进行拉拔试验，直接读取读数，结果不得低于设计拉拔力，锚杆设计拉拔力100KN，锚索设计拉拔力30Mpa。锚杆和锚索每100根抽查拉拔

12、一组（3根），锚杆按10米拉拔一组，锚索按15米拉拔一组。4、数据处理：（1）顶板动态监测数据统计与分析：每月汇总记录统计数据；（2）支护质量监测数据统计与分析：每月汇总记录统计数据。 第三节 支护设计一、确定巷道支护形式1、结合大平矿S2S9运顺支护的经验数据，采用工程类比法进行该工作面的支护设计，巷道采用锚杆、4.6m圆棚、喷射混凝土的支护方式，W3101运顺与大平矿S2S9运顺位于同一煤层，地质条件接近，所以选择大平矿S2S9支护形式作为本工作面支护设计的类比对象是合适的，支护参数对设计具有参考价值。2、根据大平矿S2S9运顺施工的成功经验，采止线后支护设计选用打锚杆、刹木柈、架设 4.

13、6m圆棚、喷射混凝土、打锚索联合支护。二、支护参数设计采用计算法校核支护参数。1、锚杆采用计算法校核锚杆长度： L=L1+L2+L3式中：L锚杆总长，m；L1锚杆外露长：纯外露长（从螺母外算起）+螺母厚度+托盘厚度； L1=纯外露长（0.01m0.05m）+螺母厚度+托盘厚度L1=0.050.050.008 =0.108mL2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取巷帮破碎深度c)；L3 锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.5m)。普氏免压拱高b=B/2+Htan(45帮/2）/f顶煤帮破碎深度c=Htan(45帮/2）式中 B巷道掘进跨度，B=5.5m；H巷道掘进高度，H=5.19；

14、 f顶顶板岩石普氏系数，f顶取4； 帮两帮围岩的内摩擦角，帮取65（查表得）。b=6.3/2+3.75tan(4565/2)/4=0.98mc=3.75tan(4565/2)=1.15m 由此可算得：L顶= L1+L2+L3=0.1080.980.8=1.888mL帮=L1+L2+L3=0.1081.150.5=1.758m按岩石巷道算，工作面帮、顶板锚杆选用长2.4m的全螺纹等强锚杆，大于计算值，设计选用的帮顶锚杆长度均满足计算要求。2、按锚杆所能悬吊的重量校核顶锚杆的间、排距：锚杆锚固力应能承担锚杆悬吊岩体的重量。QKG式中： Q锚杆锚固力，取100KN/根； K安全系数，取2； G每根锚

15、杆悬吊岩体重量。G=L2a2式中：岩体容重，取10kN/m； L2顶锚杆有效长度，取1.0m； a悬吊岩体范围半径，m。QKG=2L2a2=2101.0a2取Q=KG计算得a=2.24m。设计顶锚杆间距为0.8m，排距为0.8m，小于2.24m，所以顶锚杆间、排距参数满足计算结果。3、采用悬吊理论校核锚索排距：L=nF2/BH(2F1sin)/L1式中 L锚索排距，m； B巷道最大冒落宽度m，取7m； H巷道冒落高度，取5m； 岩体容重 ，取26kN/m3 ； L1顶锚杆排距，取0.6m； F1顶锚杆锚固力，取100KN/根； F2锚索承载力，取340KN； n 每排锚索根数，取3根。角锚杆与

16、巷道顶板的夹角，取70。由此可计算：L= nF2/BH(2F1sin)/L1L=3340/752621000.940.6=1.71设计锚索排距为1.2m，小于1.71m ，满足支护要求。三、临时支护1、超前护顶：采用打超前支护锚杆进行维护顶板。2、护迎面：在工作面迎面布置等强锚杆，用锚杆托盘配合木柈对迎面进行维护。四、永久支护 根据设计要求，运输顺槽及临时躲避硐室确定采用锚杆+金属支架+金属菱形网、木柈+喷射充填混凝土+锚索联合支护形式；机头硐室及机电硐室确定采用锚杆+金属支架+挂网、铺帘子+壁后充填混凝土+锚索联合支护形式。第四节 支护工艺一、支护材料规格支护材料规格见表2。二、支护工艺及要

17、求 （一）临时支护工艺1、顶板（1）本工程使用的支护锚杆均为222400mm全螺纹等强锚杆。锚杆间排距为800800mm。锚杆托盘规格为3501308mm，巷道中布置的支护锚杆是永久支护的一部分。（2）锚杆外露长度为4060mm。顶部锚杆按8-8布置。锚杆施工至帮卡子上方400mm位置。（3）顶锚杆每孔装CK23120锚固剂1支，帮锚杆每孔装CK2370锚固剂1支。使用树脂锚固剂前，应检查其质量是否合格，不合格严禁使用。安装锚固剂时，用锚杆顶住锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛和不能反复抽拉锚杆，以防捅破锚固剂影响锚固质量。（4）施工完锚杆后，挂三片钢筋网（800980mm），并在钢筋网中心处施

18、工三根顶板锚索。（第一次截割后按间排距打两排锚杆、一排锚索，第二次截割后按间排距打一排锚索，一排锚杆）（5）锚杆、锚索上托盘压网，紧固后托盘将网紧贴岩（煤）壁。2、护迎面：巷道掘进施工时，每循环顶板锚杆支护后，第一次截割完，在上部迎面安装两个护迎面装置。第二次截割完，在巷道迎面上部布置护迎面锚杆2根，底板出货后，在迎面下部同样布置护迎面锚杆，A-A断面施工2根、B-B断面施工3根，根据迎面围岩情况适当增加护迎面锚杆数量，施工时使用2.4m护迎面锚杆，每根锚杆使用CK2370锚固剂1支，在迎面与锚杆托盘间安放2块木柈（1300200100mm），拧紧锚杆螺母，使托盘压紧木柈紧贴迎面。表2 材料规

19、格参数表序 号名 称规格型号备 注1锚 杆222400mm全螺纹等强锚杆2锚杆锚固剂CK2370/ CK23120树脂锚固剂3锚杆托盘35015020mm中孔径30mm,废U型钢加工4顶锚索28.67300mm钢绞线锚索（19芯），顶板、拱部用5帮锚索28.65300mm钢绞线锚索（19芯），顶板、拱部用6锚索锚固剂Z28120树脂锚固剂7锚索大托盘35035020mm中孔径35mm，废U型钢加工8锚索小托盘20020020mm中孔径35mm,废U型钢加工4钢 筋 网510810mm/800980mm网孔100100mm,8mm钢筋焊制5金 属 网130060003.5mm菱形金属网6苇 帘7

20、0011000mm苇杆编织7木 柈1330200100mm由200mm圆木一锯两半8金属支架用36U钢制作9卡子、拉条卡子用10mm厚的钢板及27mm的螺栓，螺母制作拉条用36U旧钢材制作10混凝土混凝土强度等级为C20。混凝土配合比（体积比）为水泥:砂:石子=1:2:2，水泥为PS 32.5级矿渣硅酸盐水泥，砂为中粗砂，石子选用粒径为510mm的碎石，水灰比为0.54、超前支护锚杆：每循环顶板锚杆及上部护迎面锚杆安装完毕后，在工作面正顶间距1.01.5m位置施工2.4m长超前支护锚杆，A-A断面施工2根，B-B断面施工3根，锚杆每孔装CK2370锚固剂1支，施工位置在最后一排永久支护锚杆向前

21、400mm范围内，方向沿巷道掘进方向向上3040。巷道顶板棚破碎时适当增加超前支护锚杆数量。（二）永久支护工艺1、架棚的工艺及要求（1）棚距为600mm，棚梁搭接长度为500mm，搭接处安设4套卡子，两两对称布置。整体成线，用风动扳手拧紧带满扣。（2）棚子间用拉条连接，除底梁外每梁上一道拉条，顶梁和上半部帮梁上在正中，两帮下半部帮梁上在距底搭接300400mm处，用风动扳手拧紧带满扣。（3）金属棚必须垂直巷道顶、底板以及巷道中心，平巷前倾后仰小于1（垂1m线绳距离不大于17mm）；斜巷架棚每5取1迎山角，两侧梁头（腿）要平。（4）架棚正顶超挖量不小于500mm，二肋超挖量不小于300mm2、挂

22、网、铺苇帘、注砼（架棚壁后注浆）（1）铺设钢筋网网间距小于50mm，并用16#铁线绑牢，钢筋网铺设至底拉条。（2）铺帘子搭接不少于100mm。（3）注浆要求“见四充三”及时充填，充严充实。顶板破碎可改为“见三充二”或“见二充一”。注浆厚度不小于300mm，工作面第一架棚不注浆，便于注浆时碹头的封堵。3、 刹柈、喷砼（架棚外喷混凝土）（1）菱形网搭接长度为100mm，连网每隔200连一扣，用双12#铁线拧紧。（2）木柈间距600mm。（3）喷浆滞后工作面不得大于30m，如顶板破碎喷浆紧跟工作面。4、锚索安装工艺及要求（1）顶锚索使用28.67300mm的19芯钢绞线，每根锚索用1支Z28120型

23、树脂锚固剂，均在顶部成排、成线布置三根,锚索间排距为1600800mm；帮锚索使用28.65300mm的19芯钢绞线，在巷帮两侧布置两根（可滞后进行补打）,每根锚索用1支Z28120型树脂锚固剂，锚索间排距为16001200mm，施工锚索使用双托盘，大托盘在里侧，小托盘在外侧。（2）使用树脂锚固剂前，应检查其质量是否合格，不合格严禁使用。附图7 A-A断面顶板、迎面临时支护示意图附图8 B-B断面顶板、迎面临时支护示意图附图9 沿层施工最大、最小控顶距示意图 三、巷道工程质量支护参数巷道工程质量支护参数见表3。表3 巷道工程质量支护参数表项 目质 量 标 准巷道掘进断面1、宽：中心一侧允许偏差

24、为0+100mm2、高：腰线至底板允许偏差为-30+100mm锚杆锚索孔 深允许偏差：0+50mm间 距允许偏差：100mm排 距允许偏差：100mm外露长度1、锚杆外露长度4060mm2、锚索外露长度150250mm角 度1、锚杆按孔定位，角度允许偏差52、锚杆、锚索排列要求横成排，竖成线预紧力1、锚杆的抗拔力为100KN；拧紧扭矩150Nm2、锚索锁定后的预紧值为30Mpa（或225KN）金属棚要 求1、棚及其构件、配件的材质、规格，螺丝紧固，要达到设计要求。2、棚架设后中心到一侧允许偏差0+100mm3、棚扭矩50mm4、棚间距偏差50mm混凝土要 求1、壁后注混凝土强度为C20，厚度3

25、00mm。2、喷射混凝土强度为C20，喷严喷实。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工前准备1、施工前地测队标定巷道中心、腰线或层位。2、施工前，将所需的各种管路、电缆、铁道等接设到位，安设施工所用各种设备。接设风筒到工作面，准备齐全生产工具和支护材料。二、掘进施工方法1、采用EBZ160A型掘进机沿煤层底板掘进。2、掘进机采用横向往复式由上至下截割。3、第一次截割循环进尺1.6m，第二次截割循环进尺0.8m，最小控顶距0.4m，最大控顶距2.0m，若遇构造、破碎带，缩短循环进度为0.6m，最小控顶距为0.2m，最大控顶距0.8m。（最大、最小控顶距以锚杆为准）4、施工工序（1）交接班安全确

26、认第一次截割上部（1.6m）敲帮问顶施工顶板锚杆、锚索第二次截割上部（0.8m）敲帮问顶施工顶板锚杆、锚索及超前、上部迎面锚杆截割下部、出货敲帮问顶施工下部迎面锚杆搭设工作平台架棚(4架)铺网、刹木柈（挂网、注浆）。（2）喷射混凝土施工工序：交班安全确认敲帮问顶卸料拌料喷浆成巷清理回弹料。（3）后方喷浆作业与工作面施工距离10m时可平行作业。（先喷皮带帮）5、过钻孔：预计到达钻孔警戒线位置时，采用打探眼的方式边探边掘，并编制专项安全技术措施。6、预计在揭露断层、无煤带20m前，编制专项安全技术措施。7、硐室施工（1）机头硐室、机电硐室掘进到位后，扩断面施工，4.6m圆棚断面过渡至6.0m拱棚断

27、面。（2）临时避难硐室到位前由矿设计部门编制设避难硐室设计，严格按设计施工，另行编制安全技术措施。三、锚杆施工方法1、施工顶锚杆及超前支护锚杆使用MQT-130/2.4型锚杆钻机，施工锁腿锚杆、两帮锚杆及迎面锚杆用ZQS50/1.8L型风煤钻或7655型凿岩机。2、截割后，作业人员站在永久支护下方，将浮石、险块等隐患处理掉，确认安全无误后，先由中心至两帮、由外向里逐根施工顶板锚杆，顶板锚杆施工完毕后，然后施工护迎面上部锚杆，最后施工超前锚杆，当底货出完后，施工护迎面下部锚杆。3、锚杆眼要垂直于巷道轮廓线，装锚固剂前将孔内岩粉吹净，锚固剂要送到眼底，注锚杆要求边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间

28、为20秒。锚杆施工原则打一注一紧一，使用风动扳手拧紧螺母。四、架棚施工方法1、架设圆棚：先架设三根底梁并上好拉条，之后在工作台上方23人抱住二梁与底梁合严，使用卡子锁紧，并上好拉条之后，4人扛起顶梁与二梁合严使用卡子锁紧，上好顶拉条后进行调棚，调棚完毕后，将所有拉条打紧。2、架设拱棚：先挖好柱窝，立两侧棚腿用人扶住或者铁线固定，上两侧拉条，然后上工作台，4人扛起顶梁与梁腿合严使用卡子锁紧，上好顶拉条后进行调棚，调棚完毕后，将所有拉条打紧。3、工作台的搭设及拆除（1） 工作平台的底托架采用2根108mm钢管搭设，钢管靠近工作面一端套入迎面预先打注的锚杆上，使用一支CK2370型树脂锚固剂锚固（每

29、循环施工2根2.4m长锚杆，距底梁3m，距巷道中心左右各1.5m位置，外露8001000mm），并用15.5mm钢丝绳扣作为二次保护；钢管另一端使用15.5mm钢丝绳扣，钢丝绳的另一端连接一个托钩，托钩挂在棚子拉条上。工作台保持外高里低，之后在底托架上铺设规格为400020060mm跳板，跳板要靠严迎面，跳板超出钢管两端不小于200mm，每根钢管上使用一根锚杆将跳板固定好，锚杆两端使用双股8#铁线连接牢固，防止跳板发生水平位移，架两架棚时工作平台宽度不小于1.6m，架三架棚时工作平台宽度不小于2m，架四架棚时工作平台宽度不小于2.6m。工作平台的最外端捆绑一道棕绳或悬挂1寸管，安设在工作台外檐

30、的里侧距外檐不小于200mm，在工作台面向上0.81.0m位置，起到“防坠护栏”作用。要求棕绳绷紧，两端固定牢固可靠，上下工作平台要使用专用梯子。（2） 拆工作台时要多人作业，要先取掉二次保护绳。由外向里拆除跳板。拆除跳板后拆掉跳杆，拆跳杆时要先拆一端后再拆另一端。五、挂钢筋网、铺苇帘施工方法1、挂网前首先将壁后不足300mm处开够尺寸，做到不欠挖，之后将棚后浮货清理干净，严禁网内有浮块、杂物。2、铺设钢筋网，必须按要求铺平，网钩必须钩住棚梁的外沿。3、苇帘铺设在钢筋网后面，帘子与网间不得有杂物隔离。要求帘子要铺直、铺平，以防注浆时有漏浆现象，每片钢筋网与苇帘用16#铁线绑牢，苇帘严禁出现堆积

31、。六、注混凝土施工方法1、采用ZP-6转子式混凝土喷射机注砼。2、注混凝土前先将碹头处浮货清理干净。3、挂钢筋网、铺苇帘后，要先使用水泥袋装货将碹头堵好，然后将注浆管路接设到位，最后喷手在工作平台上开始注混凝土。4、注混凝土顺序为：先帮后顶。注混凝土时，喷手注意水灰比，要边充砼边用木柈或其它工具敲打钢筋网，以苇帘渗浆为宜。5、砼必须保证拌料均匀，注浆料现用现拌，必须搅拌均匀。6、注混凝土结束后按要求停机、停水、停风，并将料管内残料吹净，以备下次使用。7、当遇高顶或空帮严重时，充砼厚度为500mm，剩余空间用木柈封帮接顶，然后充满砼。8下一个循环注混凝土前，将堵碹头的煤矸袋拆除。七、铺菱形网、刹

32、柈施工方法1、架棚后挂菱形网，要求由上至下挂到底拉条。2、要求棚外、网后刹柈，空帮空顶处用木柈打井字木垛，要求横平竖直、接帮接顶，工作面允许留一空不挂网、不刹柈，如顶板破碎，挂网、刹柈、喷浆紧跟工作面。3、刹柈不紧密时，需使用木楔钉入木垛间的缝隙中，使木柈接帮接顶。八、喷混凝土施工方法1、砼料要现用现拌，搅拌要均匀。2、喷浆只喷棚间部分，要求喷平、喷实，3、喷射混凝土操作顺序：先帮后顶，从下而上。4、喷头与受喷面应尽量保持垂直，任何情况下喷头都不准对人。5、喷头应按螺旋形轨迹一圈压半圈轨迹移动，螺旋形轨迹的直径不超过250mm。6、喷射过程中上料要均匀，风压调节要适当，并根据出料量变化，及时调

33、整给水量，使喷射混凝土无干斑、无流淌，粘结力强，回弹少。7、喷射手要控制好水灰比，喷浆厚度一次不能太厚，顶部一般不超过50mm，帮部不超过100mm，如一次喷厚达不到设计要求，至少等15min以后再进行补喷。8、喷浆结束时，要待喷浆机转盘、料管内余料全部吹净后再停机，并将喷浆机外部的浮灰及洒落的料清净。九、锚索施工方法1、巷道锚索孔使用MQT-130/2.4型锚杆钻机、B221000mm套钎、35mm钻头施工。2、锚索孔施工后，两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。注意不要用力过猛和不能反复抽拉锚索，以防捅破锚固剂影响锚固质量。3、在锚索下端装上专用搅拌驱动器（套把），

34、将其尾部六方头插入锚杆钻机头上。4、一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程慢速旋转，后半程快速搅拌。搅拌时间控制在2030s，确保搅拌均匀。5、停止搅拌后，继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。等5min后，卸下专用搅拌驱动器，装上托盘和锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。6、两人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数（30MPa或225KN），达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。7、卸下张拉千斤顶（注意用手握住，正下方不得有人，避免坠落），然后收回机具。第二节 掘进方式一、掘进机总体结构 EBZ160A悬臂式掘进机由截割部、

35、铲板部、第一输送机、第二输送机、本体部、行走部、后支撑部、液压系统、水系统、润滑系统、电气系统构成。二、掘进机截割工艺掘进机采用由上至下横向往复式截割，截割路线如图所示。三、掘进机操作1、操作顺序：启动报警开动油泵电机开动第二运输机开动第一运输机开动耙爪开动截割头。2、开机时操作手柄缓慢平稳，不能用力过猛。3、司机工作时精神要集中，开机平稳。严格按操作指示板操作，避免由于误操作而造成事故。掘进机前进、后退都必须有专人警戒。4、禁止频繁点动电机，掘进机不得超负荷使用，发现异常现象停机处理。5、输送机最大通过高度400mm，当有大块煤岩时先打碎再运走。6、运输机反转时注意不要将运输机上面的块状物卷

36、入铲板下面。7、割煤时必须使用喷雾消尘。8、操纵截割头可上下、左右动作，即截割头走斜线。9、按照截割路线进行截割。10、截割头不许带负荷起动，推进速度不宜太快。11、掘进机非操作侧必须装有能紧急停止运转的紧急停止按钮。当发生危险情况时，直接按紧急停止按钮，此时全部电机停止运转。12、掘进机必须装有只准以专用工具开闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管，司机离开操作台时，必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关。13、切割时铲板两侧不得有人,当需要人力到铲板上打大块或捡割落的锚杆及木柈时必须切断掘进机上的隔离开关并闭锁 ,同时设专人站在掘进机上监护。14、掘进机运行时，设专人看护第二运

37、输机，以防滑车掉道。掘进机运行时，看护人员捡取滑车前后5m内皮带爬道上杂物时必须在停机闭锁情况下进行。掘进机在前进、后退时，必须将掘进机、第二运输机两侧人员全部撤出，并由看护第二运输机人员警戒，发现异常立即停机处理。15、截割时，掘进机两侧严禁有人，必须安排专人设警戒。16、停机时，截割头落地，及时关闭水门。附图10 截割路线图第三节 装载与运输一、设备配备1、装运煤设备：EBZ160A型掘进机，DSJ-1000/2160胶带输送机。2、运料设备：JYB-51.4、JD-11.4调度绞车。见表4。表4 运输设备配置表序 号名 称规格型号数 量安装位置1胶带输送机DSJ-1000/21602W3

38、101运输顺槽2调度绞车JYB-51.41W3101运输顺槽3调度绞车JD-11.42W3101运输顺槽二、运输方式 1、装运煤：工作面掘进机一运、带式转载机W3101运顺胶带输送机W3101运顺溜煤眼西三采区皮带大巷运输系统。2.运送物料：材料、设备由副井入井井底车场南翼轨道下山西三采区轨道大巷2#联络巷西三采区回风大巷最后由多部调度绞车运至工作面/无极绳绞车运至工作面。三、带式输送机固定1、带式输送机机头必须打8根221800mm锚杆，驱动装置架底部前后各4根，用绳径不小于21.5mm的钢丝绳将机头架与锚杆间锁紧后，用两个以上相应型号的猫爪卡子卡牢，锁紧钢丝绳应对称布置、受力均匀。2、带式

39、输送机尾用21.5mm钢丝绳或40T锚链锁紧在棚梁（棚腿）。在皮带里帮锁一道。3、带式输送机要平、直，输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要，并不得小于0.7m，输送机巷道其它地点输送机与巷帮支护的距离不得小于0.5m。4、输送机机头在卸载架两侧安设防止机头摆动的立顶子（立顶子采用36U型钢），立顶子距卸载轮不得大于1m，立顶子中部用卡子与卸载架卡牢，用2根以上锚杆固定在顶板上，下部用2根以上锚杆固定在底板上或插入底板200mm以上。5、保护装置安装 烟雾、温度保护：烟雾保护传感器安设在驱动滚筒的下风流方向的侧上方，烟雾能流经的路径上；温度保护传感器安设位置必须能有效检测

40、驱动滚筒温度变化。温度传感器安装在距离滚筒1015mm的地方；红外线温度传感器安装位置距滚筒200300mm。超温洒水管至少要安设两处喷水管（喷嘴）。喷水管或喷嘴必须直喷驱动滚筒和与驱动滚筒接触的胶带，洒水时能起到对驱动滚筒和与驱动滚筒接触的胶带同时灭火降温的效果。其水源的阀门应是常开。 堆煤保护：将传感器吊挂在带式输送机头侧前方，高度低于滚筒中心线。 跑偏保护：将传感器安装在带式输送机两侧纵梁上，与托辊端部边缘距离不大于20mm，机头、机尾各设置两对传感器，间距不超过20米。 防滑保护：磁铁式：防滑保护装置应将磁铁安装在从动滚筒的侧面，速度传感器应安装在与磁铁相对应的支架上；滚轮式防滑保护：

41、传感器安装在储带仓后部，下胶带上面或者上胶带下面。 张紧力下降和防撕裂保护：按产品技术要求安设。 紧急停车装置：输送机长度超过50米时必须在输送机人行道一侧设置沿线紧急停车装置，在转载点、人员过桥位置必须设紧急停车装置，保证在任何一边拉线上施加40200N的力时，急停装置可靠动作。急停保护拉线必须在带式输送机全程上安设，带式输送机头急停开关设在卸载滚筒后方，机尾急停开关设置：工作面带式输送机机尾急停开关设在移动机尾前端，拉线延至尾轮处。附图11 设备布置示意图第四节 管线及轨道敷设一、风水管敷设1、压风、供水、充填、排水管路由上至下依次安设在巷道掘进方向的左侧，均使用108mm钢管，钢管连接采

42、用快速接头，要求每根管至少吊挂一处，由上向下依次安设，管路中心距250mm，且压风管路距底板1000mm。2、压风、供水、排水管路构件齐全，无漏水、漏风现象。3、管路末端距离工作面不大于30m。二、电缆敷设1、各种电缆布置在巷道掘进方向的左侧，随机电设备的前移进行敷设，要求敷设成线、吊挂整齐，电缆钩悬挂点距底板2.1m，信号电缆悬挂点距底板2.3m。2、每隔800mm设置一个专用电缆钩，且每钩只准挂一根电缆。悬挂高度在风水管路上方300mm以上。3、通讯及信号电缆铺设在动力电缆的上方，间距不小于200mm。4、电缆上严禁悬挂任何物体，不得遭受淋水。三、风筒敷设风筒吊挂在巷道右上方，距底板2m。

43、做到吊挂平直，逢环必挂，接头打扣、双反压边。风筒出风口到工作面的距离不大于5m。四、轨道铺设1、随工作面前移进行循环铺设，要求铺设平直，构件齐全，紧固有效，接头间隙不超过5mm，高低差不超过2mm，轨枕必须垫实，回填后铁道木漏出底板三分之一。2、铁道规格为24kg/m的钢轨。轨枕采用U钢轨枕，轨道接头采用悬接方式。同一部位的两条轨道轨缝必须对齐，相对错距不大于50mm。3、轨枕间距为800mm，允许偏差50mm，鱼尾螺栓外露长度不得超过3扣。4、轨道间距600mm，符合设计。允许偏差：轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。曲线段轨距加宽10mm，外轨加高15mm。管线及轨道敷设方式见表5。表

44、5 管线及轨道敷设方式表 序号名 称规格型号数 量距工作面轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨 道24kg/m5000m50m0.8m5mm5mm2轨 枕U钢轨枕2500m50m3风 筒1000mm2532m5m4压风管108mm2500m30m5供水管108mm2500m30m6排水管108mm2500m30m7充填管108mm2500m50m8缆 线70mm2500m30m第五节 设备及工具配备设备及工具配备见表6。表6 设备及工具配备表序 号名 称规格型号数 量备 注1掘进机EBZ160A12局部通风机FBD8.0/24523除尘风机KCS-31014喷浆机HPH-62一台备用5激光定向仪

45、BJ2-16风 管19mm、13mm管若干胶 管7水 管10mm若干胶 管8铁锹若干9撬棍2根1.4m、2.5m各一根10照明灯管BKY-20若干灯管间距30m11凿岩机7655型4一台备用12风煤钻ZMS-30313锚杆钻机MQT-13031台备用14风动扳手EP-400G31台备用15电 话KTH13216大 锤16P217中空钎杆1.0m、1.6m、2.0m、2.4m若干18起重机5T、3T219风 镐G103第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式、风机位置及供风距离采用局部通风机混合式通风，局部通风机安设在西三采区皮带大巷内，用15.5mm钢丝绳吊挂，最长供风距离为2770m。二

46、、通风路线新风路线：局部通风机西三采区皮带大巷W3101运顺联络巷W3101运顺回风斜巷W3101运输顺槽工作面。乏风路线：工作面W3101运输顺槽W3101运顺回风斜巷西三采区回风大巷西三采区回风石门南翼回风下山南翼回风大巷风井地面。三、风量计算1、掘进工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q1=125q瓦绝k=1250.401.575m3/min式中：Q1按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需风量，m/min；q瓦绝掘进工作面绝对瓦斯涌出量，工作面相对瓦斯涌出量为2.09m/t，通过以下公式计算，计算绝对瓦斯涌出量为0.40 m/min。式中：q瓦相 该掘进工作面平均瓦斯相对涌出量2.09m/t.

47、d； S荒 巷道正常掘进最大断面积23； L 掘进日进尺7.2m； r 煤容重1.65t/ m；k 掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，取k =1.5；（2）按照CO2涌出量计算Q2=67qk=671.51.2121m3/min67按掘进工作面回风流中CO2的浓度不应超过1.5的换算系数；q掘进工作面回风巷风流中平均绝对CO2涌出量，m/min；根据临近块段实测取1.5；k掘进工作面CO2涌出不均匀的备用风量系数，根据临近块段实测取1.2；Q2按CO2涌出量计算掘进工作面实际需风量，m/min。（3）按工作面最多人数计算Q3=4n=432=128m/min 4每人所需风量，m/min；

48、n掘进工作面同时工作的最多人数32人。Q3按工作面作业人数计算掘进工作面实际需风量，m/min。（4）按照满足除尘风机风筒与压入风机风筒重叠段巷道最低风速计算：按最低风速验算：Q最低15S=15（17.8-1.5）=245m3/min。 式中：需要风量，m3/min； 15巷道允许的最低风量，m3/min； S风筒重叠段巷道断面积，取（17.8-1.5）m2；根据计算，风筒重叠段最低风量Q4确定为245m3/min。除尘风机额定风量为Q吸=310m/min因此，正压风机风筒末端风量：Q5=Q吸+Q4=310+245=555m3/min。根据以上计算结果，取最大风量作为掘进工作面计划配给风量：即

49、Q=Q5=555m3/min。四、风速验算掘进工作面所配给的计划风量应按照煤矿安全规程等相关文件要求对巷道最低、最高风速以及有害气体浓度进行校验。 按最低风速验算：Q最低=0.2560S =0.256017.8= =267m3/min式中：Q最低 按照满足掘进巷道内最低风速要求计算的风量，m3/min；S掘进工作面巷道的最大净断面积，m2；经计算比较QQ最低，即计划所配给的风量可以满足掘进巷道内最低风速的要求。 按最高风速验算：Q最高=460S =46013.9=3336m3/min式中：Q最高 按照满足掘进巷道内最高风速要求计算的风量，3336m3/min；S 掘进工作面巷道的净断面积(A-

50、A断面)，13.9m2；经计算比较QQ最高，计划所配给的风量可以满足掘进巷道内最高风速的要求。五、局部通风机的选型根据计算确定掘进工作面的需风量为555m/min，百米漏风率按1计算，最大通风距离为2770m，则局部通风机吸入风量为：Q吸=Q/(1-P百m) 555/(10.0127.7)768m/min式中：Q吸正压风机需要的吸风量，m/min； Q正压风机风筒末端风量，m/min；m风筒百m长度指数，最大通风长度为2770m，取27.7； P百风筒百m漏风率，最大通风长度为2770m，取0.01所以在掘进期间使用FBD8.0/245型对旋式局部通风机（580-830m/min）的对旋式局部

51、通风机，风机开双级，一台运转、一台备用，要求局部通风机实现双风机双电源，能够自动切换。每天对局部通风机自动切换一次，并做好记录。自动分风叉分别连接到两台局部通风机上，全长5.5m，裤腰3.3、2.2m，叉子呈 5565角，舌长1.9m。同时选用1000mm的风筒向掘进工作面供风。局部通风机前的风量要能满足其吸入风量和巷道最低风速0.25m/s的要求。六、局部通风机的安装要求（一）局部通风机及风筒的安装要求1、局部通风机安设要求为双风机、双电源、自动分风，并能自动切换。距离底板高度要大于0.3m，一台工作，一台备用。工作局部通风机采用“三专”供电，备用局部通风机电源取工作面电源控制开关电源侧。安

52、设自动分风装置，局部通风机出现故障时，备用局部通风机通过分风装置自动投入使用。2、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作和备用局部通风机均不得自动启动，必须人工开启局部通风机。3、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复正常通风后，人员方可进入工作面作业。4、每15天进行一次风电闭锁和甲烷电闭锁试验，每天进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。5、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。6、自动分风装置长10m，直径为1000mm，两分支风筒分别接在正常工作和备用局部通风机上，另一端接在主干风筒上。并在局部通风机出口第二节风筒上安设1000mm卸压三通装置。7、风筒采用顺接双反法对接，风筒逢环必挂，接头无漏风，无破口（末端20m除外），吊挂平、直，风筒直径为1000mm，出口距工作面不大于5m。8、局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停