15101轨道顺槽作业规程.doc

《15101轨道顺槽作业规程.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《15101轨道顺槽作业规程.doc（47页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

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：X=41173.01；Y=19710816.11；H=+956.207(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

2、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+956.207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。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/m3.535.95/4.61煤层结构简单、较简单煤层倾角/()516开采煤层#硬度

3、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3.535.95m，平均4.61m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岩性顶板基本顶细砂岩4.38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3.89黑色、水平层理、含有植物化石伪顶底板直接底泥岩3.88黑灰色、中部含植物化石基本底泥岩夹 细砂岩5.85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

4、级鉴定结果：2007年度矿井瓦斯绝对涌出量为2.66m3/min，相对涌出量为7.95m3/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1.0098cm3/g，自燃等级为级，属不易自燃煤层。该掘进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

5、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7.91m，K3平均厚度3.78m，K4平均厚度3.32m，其中K2灰岩含水层属弱富水含水层，其单位涌水量一般在0.00010.032L/s.m，渗透系数0.002670.678m/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

6、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4.8m，净高3.0m，净断面14.4m2。巷道断面尺寸巷道名称断面形状断面尺寸/m净断面/净宽净高号煤101轨道顺槽矩形4.83.014.4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

7、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

8、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LBY-3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1.5m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

9、。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8.5m。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

10、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3.89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17.8，17股、L=10300 mm钢绞线，排距1.35米，间距2.

11、0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： LL1+L2+L3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+0.020.05m，顶锚杆取0.07m,帮锚杆取0.m）,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0.8m，帮锚杆取0.6m），m；普氏免压拱高：b=B/2+Htan(45o-w帮/2)/f顶式中 B、H巷道掘进宽度和高度，B=5.0m，H=3.2m； 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=arctan(

12、f顶)=71.57o。b=5000/2+3200tan(45o-71.57/2)/3=1005mmc=3000tan(45o-71.57/2)=482mm依据上述公式算出：顶锚杆长L顶1.812m；帮锚杆长L帮1.232m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2 L2有效长度（顶锚杆取b） R岩体容重，R=26.7KN/m3顶锚杆a=1.07m，实际取顶锚杆间距900mm,排距900mm帮锚杆a=1.03m，实际取锚杆间距850mm,排距900mm3、校核锚索

13、间距： 为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用17.8mm，17股，L=10300mm钢绞绳，间距2000mm,排距1350mm；可用下式计算锚索间距： L=nF2/BHR-(2F1sin)/L1式中 L锚索间距，m B巷道最大冒落宽度，5.0m H巷道冒落高度，最严重冒落高度取2.0m R岩体容重，R=26.7KN/m3 L1锚杆排距，0.9m F1锚杆锚固力，70kN F2锚索极限承载力,取310kN 角锚杆与巷道顶板的夹角，78o n锚索排数，取1通过上述计算，L=2.m，选锚索间排距为2.0m1.35m。所选锚索参数满足设计要求。第四节 支护工艺一、支护材料及支护参数 （一）临时支护

14、工作面掘进采用不少于2根3寸钢管（钢管长度不小于4.0m）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，

15、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

16、，间排距为900900mm。锚索：采用规格为17.8，17股、L=10250 mm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2.01.35m，（附支护图）。一套锚索包括102 50mm长钢绞线一根，0.4m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4.7m。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5050mm），网片规格为50001000mm。网与

17、网搭接不小于100 mm，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

18、焊接的梯子梁，长2.75m。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100 mm，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

19、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检查项目质量要求及允许误差合格/mm优良/mm保证项目1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基本项目1巷道净宽合计0+100

20、2巷道净高0+1003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%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-50+502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

21、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ZQJ-0/2风动锚杆钻机，打帮锚杆眼采用MT/T994-2006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/T994-2006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

22、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、

23、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QYB-0.45/70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

24、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

25、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

26、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。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

27、一循环EBZ160型掘进机技术参数项目参数项目参数外型9.42.481.6m截割头直径0.94整机功率183 KW最大截割宽度5.6m最大截割断面26最大截割高度4.7m整机重量45t适应巷坡度18最大卧底量0.206m行走速度0.08 m/s截齿总数48个铲板宽度2.9m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QJ-0/2风动锚杆钻机打顶锚杆和锚索，采用打MT/T994-2006风动锚杆钻机打帮锚杆眼，配套19mm、长1.2m的六棱

28、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0.9m。（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

29、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1.0m的位置，管路间隔100200mm，风管采用2寸，静压排

30、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1.5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1.0m。 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 设备配备见表名称型号单位数量

31、局部通风机FBD-N07.1台4掘进机EBZ160台1风动锚杆钻机QJ-0/2部3锚索钻机MT/T994-2006部2帮锚杆钻机MT/T994-2006部2胶带输送机SJ-800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JD-11.4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

32、进尺必须控制为0.6m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、

33、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

34、算（1）按瓦斯涌出量计算风量 根据邻近巷道101-1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3 m3/min。根据公式 Q掘=100q掘K掘可得： Q掘=10031.6 =480 m3/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； 100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1.6。 （2）按工作面同时工作人数计算风量 Q掘4N =420=80m3/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

35、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=0.2560S=14.4=216m3/min 按最高风速计算：Q掘=460S=24014.4=3456m3/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，14.4。 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=4801.3+4%300=636m3/min 式中：Q局局部通风机需风量，m3/min； J百米漏风率，

36、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FBD-245KW风机供风，其额定风量为480-780m3/min，能满足工作面风量需求；工作面断面为14.4，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=780+17.5=1042.5m3/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，17.5。 根据上述计算，局部通风机巷道的配风量需要1043m3

37、/min。五、风筒管理1、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0.1m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

38、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

39、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

40、瓦斯检查点。2、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%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1.2%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0.5m内集聚的瓦斯浓度达到1.6%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2.5m内开始布置两

41、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1.5m，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

42、，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0.6m，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1.5MPa。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50-100m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3

43、0m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0.3m3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