大采高工作面开切眼一队掘进作业规程.doc

呼图壁县石梯子西沟煤矿

1E401 工 作 面 开 切 眼
机
掘
施
工
作
业
规
程
编 制 人：
审 核：
矿 长：
施 工 单 位：呼图壁县石梯子西沟煤矿综掘一队
编 制 日 期：一十月二十二日

1E401工作面开切巷掘进作业规程审批意见
资料
名称

起草部门

会 审 意 见

会审人员签字
职 务
签 字
日 期
职 务
签 字
日 期
矿 长

总 工

生产矿长

安全矿长

机电矿长

通风副总

采掘副总

机电副总

地测副总

调度室

监控室

生产科

通风科

安全科

机电科

综采队

地测科

综掘一队

机运队

综掘一队

目 录
第一章 概 况 1
第一节 概 述 1
第二节 编写依据 1
第三节 矿压观测资料 2
第二章 地面相对位置及水文地质情况 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）层赋存特性 3
第三节 地质构造 4
第四节 水文地质 5
第三章 巷道布置及支护说明 5
第一节 巷道布置 5
第二节 矿压观测 7
第三节 支护设计 7
第四节 支 护 工 艺 13
第四章 施工工艺 17
第一节 施工方法及施工工艺 17
第二节　巷道的施工工艺过程 18
第三节　截割顺序和方法 19
第四节 装载与运送 20
第五节 巷道施工规定及管线布置 20
第六节 设备及工具配备 21
第五章 工作面通风及瓦斯监测监控 23
第一节 通风 23
第六章 灾害防治 28
第一节 瓦斯防治 28
第二节　综 合 防 尘 29
第三节 防灭火 30
第四节 安全监控 30
第七章 生产系统 32
第一节　供电系统 32
第二节 供水、排水系统 32
第三节 运送系统 32
第四节 压风系统 33
第五节 照明、通讯和信号 33
第八章 劳动组织与重要技术经济指标 34
第一节 劳动组织 34
第二节 循环作业 34
第三节 重要技术经济指标 35
第九章 安全技术措施 36
第一节 一通三防 36
第二节 顶板防治安全技术措施 38
第三节 破碎巷道支护安全技术措施 41
第四节 防治水安全技术措施 43
第五节 机电事故防治安全技术措施 44
第六节 运送安全技术措施 48
第七节、重要设备安装、使用、检修、维护、拆除安全技术措施 50
第八节、综掘机的使用与维护安全技术措施 52
第九节 其它安全技术措施 53
第十章 灾害应急措施及避灾路线 56

第一章 概 况
第一节 概 述
井巷的名称、长度、用途、坡度、方位、服务年限，开竣工时间
1、B4煤层1E401工作面开切眼。
2、B4煤层1E401工作面开切眼设计长度为200ｍ。
3、该开切眼是1E401综采工作面安装液压支架、采煤机、刮板输送机及管线的巷道，也是开始采煤的开割面。
4、沿煤层顶板掘进；方位：8°18′20″。
5、服务期限为本工作面回采结束。
6、1E401开切眼巷道于一十二月二十日开始掘进，预计一月二十日竣工。
第二节 编写依据
一、石梯子西沟煤矿《90万吨矿井精查地质报告》。
二、1E401工作面施工设计图。
三、有关的矿压观测资料。
四、相关的技术规范。
五、《煤矿安全规程》2023版。
六、《呼图壁县石梯子西沟煤矿初步设计》
七、《煤矿井巷工程质量检查及评估标准》
八、+1484m、1484m水平进风巷和皮带机运送巷已收集的地质资料。
第三节 矿压观测资料
由于本采区为东翼的第一个采区，在掘进时要及时进行锚杆、锚索拉、拔力测定，并安装好顶板离层仪，对顶板离层情况进行观测，以便对下一个工作面掘进提供矿压资料。
第二章 地面相对位置及水文地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
一、地面位置
1E401切眼工作面地面位置位于井田东部山坡地带，无任何建筑物，有季节性西沟河贯穿井田南北，西沟河径流量为0-360m3/h通过。
二、井下位置
1E401切眼工作面井下位置：南部为采空区，东为井田边界，北部为实体煤，西面为主井筒保护煤柱。
三、附平面布置图：

四、地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况 表一
水平名称
+1484m-1484m水平之间
采区名称
1E401开切眼
地面标高m
1629--1710
井下标高ｍ
1484-1484
地面的相对位 置及建筑物
地面相对位于井田东翼山坡地带，无任何建筑物。
井下相对位置对掘进巷道的影响
工作面井下位于采空区南侧，掘进时注意采空积水，留设隔水煤柱。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
对采空区已留设80m保安隔水煤柱，本工作面巷道掘进必须实行探放水。

第二节 煤（岩）层赋存特性

1.本面煤层赋存稳定，煤厚变化不大，平均厚度为5.08ｍ，结构单一；煤层在本面发育较为均匀，煤层倾角为12030′。
2、煤层结构柱状图：

第三节 地质构造
受区域单斜构造控制，本矿井田总体为由南向北的缓倾斜的单斜构造，倾向1。-10。，倾角12。-17。，地层产状呈东缓西陡，浅部稍缓，深部约陡的变化特点。地表及矿井均未发现较大的褶曲及断裂，因此，井田属构造简朴区。
从现生产水平+1484m水平和1484m水平收集资料分析，该巷道1500米内不会出现2.5米以上的断层。该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂，节理发育，裂隙多、富含水。由于该巷道沿煤层顶板掘进，因此在掘进过程中也许会碰到顶板裂隙、破碎带、顶板淋水。
第四节 水文地质
1、水文：
据有关资料反映，贯穿井田南北的西沟河的径流量为0-360m3/h。由于西沟和垂直切割产状平缓的地层，并途径火烧区，为井田地下水的重要补给源。
井田内的大气降水是井田地下水的另一来源。
火烧层是井田地下水形成的重要途径之一。
2、 火烧区：
距地面地质调查、矿井测量，结合邻区矿井调查，井田内3层可采煤层在地表浅部有不同限度的火烧。从已有资料分析，火烧区总体呈东高西低的变化趋势，因各煤层火烧强弱不一，形成的火烧深度也不尽相同。不同地段被不同限度火烧后，形成深浅不一的火烧洼地带，这些低洼地带成为火烧区裂隙潜水的有利聚集部位，在掘进时，应采用提前探水、防水措施，避免井巷突发性涌水。
在开切眼施工过程中注意观测顶板淋水，底板涌水等现象，发现异常及时向有关领导、安全科及生产技术科报告，及时安泵排放巷道低洼处积水。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
一、巷道布置及掘进
1E401工作面开切眼布置于B4煤层，巷道规定沿B4煤层顶板自下而上掘进，掘进时巷道底板要截割平缓，严禁出现高低凸凹现象。
二、巷道规格尺寸
1、B4煤层1E401工作面开切眼设计为矩形断面。
2、B4煤层1E401工作面开切眼设计断面：L=11m,h=3.2m。
3、巷道设计断面图：

巷道基本情况
支护方式
锚杆支护
锚索支护
每米材料消耗
净断面
毛断面
周长
支护形式及断面形状
外露长度
(mm)
排列方式
间排距
(mm)
锚深
(mm)
锚深
（m）
间排距
(m)
锚杆托板
(根)
锚网
m2/m
锚索托板根/4m

m2

m2

m
34.3
35.2
18.6
锚杆、锚索支护、矩形
30-50
矩形
900
1950
2950
12.5
9.5
7.0
4.0*
1.8
21
18.6
5.25

第二节 矿压观测
巷道每向前掘进50米，安装一组顶板离层监测仪，并作数据分析表，定期审查，及时修改支护。
在距掘进工作面200米范围的顶板离层监测仪，观测次数一般1次/2天，其他范围内的，一般每7天观测1次。当巷道遇地质构造带时，应根据地质构造带顶板岩性状况缩短安装顶板离层仪。
第三节 支护设计
　　考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度，结合我矿+1484和1484水平巷锚杆
锚索支护经验，初步拟定1E401工作面开切眼选用矩形断面，采用锚杆、锚索支护。
一、 支护断面图：
开切眼巷道支护断面图

二、支护参数表:
巷道基本情况
支护方式
锚杆支护
锚索支护
每米材料消耗
净断面
毛断面
周长
支护形式及断面形状
外露长度
(mm)
排列方式
间排距
(mm)
锚深
(mm)
锚深
（m）
间排距
(m)
锚杆托板
(根)
锚网
m2/m
锚索托板根/4m

m2

m2

m
34.3
35.2
18.6
锚杆、锚索支护、矩形
30-50
矩形
900
2150
12.5
9.5
7.0
3.0*
1.8
21
18.6
5.25
三、具体参数选择：
1、采用锚杆、金属网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距900mm×900mm。
（1）、顶部锚杆采用Φ20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采空区边界帮采用Φ20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采区的帮采用Φ18mm的树脂锚杆，长度为2023mm的锚杆。
（2）、托板用10mm厚的钢板制成120mm*120mm的托板。
（3）、锚索采用Φ15.24mm的钢绞线，长度为12500、9500、7000mm。
（4）、锚索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。
（5）、顶部锚杆采用CK2350快速锚固剂4卷，两帮锚杆采用CK3535快速锚固剂，每眼2卷。
（6）、锚索采用CK2350快速锚固剂，12.5m长的锚索每眼装8卷，9米长的锚索每眼装7卷，7米长的锚索每眼装5卷。
（7）、金属网规定用直径1.5号钢丝编制成宽2.0米，长18米的菱形金属网,网孔直径70mm，支护时网横着铺。两网连接每20mm要用网丝直径相同的扎丝把两网连接成一体，两网搭接不得小于100mm并用锚杆压紧。
四、临时支护的形式：
采用前探梁作临时支护。使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于1.8m并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于6块，规格为2700×300×50㎜。
（详见工作面临时支护示意图）

五、巷道锚杆、锚索支护设计计算:
（一）采用计算法校核支护参数
1、达成支护效果的条件，应满足：
L ≥ L1 + L2 + L3 式中 L —— 锚杆总长度，m；
L1 —— 锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取50mm）；
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2.9m，帮锚杆取2.1m），m。
普氏免压拱高：
b = [B/2 + H.tan(45°-ω帮/2)]/f顶
式中 B、H —— 巷道掘进跨度和高度，B=11m，H=3.2 m；
f顶 —— 顶板岩石普氏系数，f顶取2.5；
ω帮—— 两帮围岩的内摩擦角，ω帮取68.19°
b = [11000/2 + 3200×tan(45°-68.19°/2)]/2.5 =2446.6 mm
C = 3200× tan(45°-68.19°/2) = 616.5 mm
L3=dat/4tc =20×350/4×2.9=0.6m
L3——锚入岩（煤）层内深度，m。
d——锚杆直径，mm
at——杆体材料的设计抗拉强度.MPa
tc——锚杆与砂浆的粘结强度：螺纹钢tc≈5.0MPa。
依据上述公式计算得出：顶锚杆长度2446.6 mm,帮锚杆长度616.5mm；实际顶锚杆长度3000 mm；帮锚杆长度3000mm、2023mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合规定。
2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：
每根锚杆悬吊岩体重量 G = rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K，取K = 2。
实际Q（80 KN） ＞ 2 G（32.95 KN）
反算锚杆间、排距 a = （Q / KrL2）0.5 = 1.214m
实际所选锚杆间排距为900mm—900mm均大于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合规定。
（二）、悬吊理论校核锚索间距：
为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。
L = n F2/[BHγ- （2 F1sinθ）/ L1]
式中 L —— 锚索间距或排距，m；
B —— 巷道最大冒落宽度，取5.5m；
H —— 巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0 m；
γ —— 岩石容重，26.7KN/m3； L1 —— 锚索排距3m
F1 —— 锚索锚固力，80KN； n —— 锚索排数，取1。
F2 —— 锚索极限承载力，取1860KN；
θ—— 锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
L = 1* 1860/[5.5*2.0*26.7- （2 *80*sin75°）/ 3]=7.69m
通过公式计算，锚索排距为7.69m，实际排距为4.0m小于计算长度。因此，实际所选锚杆间排距符合规定。
第四节 支 护 工 艺

一、临时支护的施工工艺
锚网支护时，掘出毛断面后，一方面进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，将前探梁前串。
二、临时支护的质量规定
锚网支护：使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于6块，规格为2700×300×50㎜。
三、永久支护材料及规格：
（一）锚网支护
1、顶板锚杆布置：5.5米宽的梯形断面，锚杆布置7根等强螺纹钢锚杆（φ20×3000mm），间、排距900×900mm树脂锚固剂CK2350每孔各4支。锚网为用丝径1.5号钢丝编制成宽2.0米，长18米的菱形金属网,网孔直径70mm。两网连接要用直径16号的扎丝把两网连接成一体，两网搭接不得小于100mm并用锚杆压紧。
2、帮部锚杆布置：11.0米宽的梯形断面、高帮3.2m，布置8根等强螺纹钢锚杆（φ20×2200mm），间、排距900×900mm树脂锚固剂CK3535每孔2支。锚网为用丝径1.5号钢丝编制成宽2. 0米，长18米的菱形金属网,网孔直径70mm。两网连接要用16号直径相同的扎丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm并用锚杆压紧。
（二）顶板锚索（φ15.24×12500、9500、7000mm）按巷道中线布置1根12500mm的长锚索，距中心锚索两边每隔2200mm各打9500mm长的锚索一根， 7000mm的锚索一根、排距2200×4000mm，锚索采用树脂锚固剂(每孔8、7、5支CK2350)锚固。锚索的外露长度≤300mm，其偏差在±50mm之间。
（三）巷道的电缆吊挂采用金属锚杆（φ18×1000mm），间距为1000㎜；水管的吊挂采用金属锚杆（φ18×1000mm），间距为3000㎜，采用柔性钢丝绳吊挂。
四、工作面空顶距：
每班巷道掘进按0.8米的截深割2刀后，就停止掘进，机组后退，将顶帮隐患解决后，搭好稳固的工作平台，先移前探支护，然后在前探支护的掩护下进行锚杆枝护，永久锚杆支护距工作面最大距离不得超过2.4米。
五、永久支护施工工艺
综掘机将工作面上部掘出后停止掘进机运转，并做好临时支护后，将锚(索)杆机搬至迎头，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，由班组长点准锚杆位置后,开动锚杆机打锚杆眼，打眼时一人扶锚杆机手把操作,一人扶钎稳钻杆并换钻具, 中间一根或两边锚杆眼打齐后,铺网按中线上，安装好锚杆安装器, 开动锚杆机，用组装好的锚杆将3卷树脂药卷送入锚杆眼底，用锚杆机带动锚杆搅拌15-30秒，搅拌先慢后 快（送入孔底后搅拌时间不小于10秒）严禁把锚杆直接顶入眼底不搅坢或搅拌时间不够即停机，3～5分钟后用锚杆机拧紧螺母垫片变形为止。打其它眼孔完毕顶部一排锚杆的所有安装。1小时后用预紧力扳手对安装好的锚杆进行再次预紧和检查。一排施工完后再施工下一排,每循环顶部支护完好后再拆除临时支护的带帽点拄,帮部锚杆滞后迎头不超过4排锚杆，用风镐或手镐将帮裁齐，找准锚杆眼位置，用煤电钻打锚杆眼，眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，铺网，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器，开动煤电钻搅拌，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。打锚索时，先找准锚索设计位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需使用套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索时应注意轻送，防止将药卷在眼的下部即被弄破，药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于50秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），待树脂凝固后取出搅坢器。半小时后上托盘及锁具，最后用SL-50T型锚索张拉仪张拉锚索线,油泵达成35Mpa以后方可回压卸下千斤顶。锚索锁定后的预紧力不小于80KN，锚固力100KN。锚索施工时必须按照设计布置方式，距迎头不得超过3米。
六、树脂锚固剂存储和使用应遵守的规定
（1）该工作面使用锚固剂的型为CK2350、CK3535两种。
（2）、必须在4-25℃的避光防水气库内储存。
（3）、安装前，先检查树脂锚固剂性状。严禁使用过期、破碎等变质失效的锚固剂。
（4）、井下运送存放应避免受压、受折、受热，已破碎或废弃的要挖坑掩埋或妥善解决。
（5）、锚固剂中的固化剂有腐蚀性，施工人员的皮肤应避免直接接触固化剂与树脂搅混。如不慎接触到皮肤和眼睛，要立即用清水冲洗。
（6）、严禁接触明火。
（7）、搅拌时间15-30s，等待时间60-180s。
（8）、按设计规定放置药卷数量和顺序。
七、锚杆安装技术规定
（1）、锚杆孔钻眼完毕后，应用压水冲洗钻眼，将煤（岩）粉消除干净。在煤或软岩中打眼，煤电钻不许采用拉钻杆，防止扩大孔径。
（2）、安装锚杆前，必须用锚杆量好眼深，并在锚杆上做好记号。
（3）、使用中速锚固剂，一般缓推猛搅，逐渐将杆体送到眼底，使用中速或快速锚固剂时，要快推猛搅，迅速将杆体送到眼底。
（4）、锚索药卷搅拌时，边推边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间在15-30s，搅拌停止后等待时间60-180s。
（5）、严禁用锚杆钻机将锚杆插入眼底再对药卷进行搅拌。
八、支护质量规定
1、永久支护离工作面最大距离2.4米
2、锚杆支护规定
（1）、严格按照中线的排间距布置锚杆，锚杆排间距误差为±100mm。
（2）、锚杆与顶板夹角不小于75°。
（3）、单垫双帽，外露长度30-50mm。
（4）、锚杆螺丝必须上紧，使用力矩搬手紧固，其紧固力不得低于25kN。
（5）、锚杆质量定期抽查，每300根抽查一组，每组10根，每根锚杆不少于25KN，如发现锚固力上不去，应找到因素，重新补打锚杆。
九、支护材料：

锚杆长度（mm）
锚杆直径（mm）
杆体材质
屈服强度（MPa）
抗拉强度（MPa）
破断载荷（KN）
延伸率
（℅）
顶锚
2200
20
螺纹钢
335
490
156
2.47
顶锚索
12500、9500、7000
15.24
钢绞绳

900

帮锚
锚杆长度（mm）
锚杆直径（mm）
杆体材质

2200
18
螺纹钢

锚杆托板
破坏载荷（KN）
规格
（mm）

80
120*120*5

药卷
规格及型号

CK2350
CK3535

菱形网
网孔规格（mm）
网丝径（mm）

70×70
1.5

第四章 施工工艺
第一节 施工方法及施工工艺
一、施工方法：1E401工作面开切眼在施工中沿B4煤层顶板掘进，使用　EBZ132掘进机进行切割，用40T刮板运送机转载到DTL80/40/2*55胶带运送机运煤，支护方式为锚网加锚索梁联合支护。
二、施工顺序：
1.1E401开切眼综掘工作面设计长度为200m, 掘进断面35.2㎡。开切眼从运送顺槽到运送顺槽平均坡度9°，开切眼以东距井田边界留50m保安煤柱后，综掘一队从运送顺槽自下而上进行掘进，综掘一队掘进100m。该开切眼分2次成巷，第一次自东向西掘5.5m，在西边墙帮，顶部打1根12.5m的锚索，再向东的巷顶间隔2200m打第一根9.5m的锚索,再间隔2200mm打二根7m的锚索。第一次以5.5m的宽度一直打够100m，在将掘进机退回运送顺进行第二次扩帮掘进作业，第二次扩帮掘进5.5m，支护依次间隔2200mm,打9.5m的锚索4根,最后再间隔2200mm打7.0m的锚索1根。
2.在一队到达开切眼位置后继续往前掘进5m，作为综采工作面安装回采前的临时水仓。该项工程完毕后。掘进机后退15m，按照地测科标定的施工中线开始绕弧度掘进开切眼。综掘一队自下而上掘进100米完毕后。回撤运送设备准备二次扩帮成巷100m，完毕开切眼全断面施工任务。

第二节　巷道的施工工艺过程
交接班后，班组长、安监员、共同进入工作面进行安全检查，发现问题及时解决，只有拟定工作地点安全可靠后，进行例行的各项检查工作：①支护的质量、数量是否符合规程规定。②瓦斯探头是否到位。③内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。④延伸机组跑道，延伸跟机皮带并校正中线进行机组截割。每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4ｍ，每循环内的作业顺序是:当割至距锚杆2.4ｍ,必须停止掘进,进行安全检查后，进行铺网、联网，最后将两根掩护式前探推入工作面，将挑杆搭在前探梁之间；然后用木楔刹紧背牢。根据支护规定号眼，先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入，用单垫双螺母拧紧。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后开始打帮锚，支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。
标注眼位、支护锚杆，支护锚索必须在前探梁的临时支护下进行。
特殊地段，根据前探梁距顶板的高度采用相应厚度的刹顶木。
每个小班结束后，不安全隐患当班解决，否则向下班交接清楚，下班解决上班遗留问题和安全检查后仍按以上工艺再进行作业。
第三节　截割顺序和方法
一、截割机具和钻眼机具
使用EBZ132型掘进机掘进，打眼支护使用ＭＹＴ-160Ｃ型液压锚杆钻机进行。
二、机组截割顺序、方法
1、启动跟机皮带→合上电控箱操作手把→拉出操作箱紧停按纽→将支护开关拔至“运营”位置→按压警铃发出开机信号→在信号发出30S内启动油泵电机→在油泵电机启动18S启动截割电机。
2、采用垂直切割方法，切割头从上向下、从右向左切割。等整个系统正常后，按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀，钻入600㎜后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下做为后支撑点进行切割，规定顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割够矩形断面的设计标准。
3200

3200

第四节 装载与运送
装煤使用机组铲板耙爪将煤耙→一运刮板输送机→开切眼巷道刮板机→掘进机的二运→+1484水平运送顺槽皮带输送机→[phone]水平运送上山皮带输送机→主斜井皮带输送机。
第五节 巷道施工规定及管线布置
一、巷道施工规定
巷道断面为矩形，巷道掘进必须按给定的中线掘进，中线至任何一帮的距离分别与设计中线的误差允许±100㎜之间。
施工时必须沿煤层顶板掘进，巷道高度偏差与设计误差为±100㎜。
二、管线吊挂
巷内所有管线一律进行吊挂：规定风筒挂在巷道左帮2米以上，静压水管和压风管挂到左帮巷道底板以上0.3米以上、静压水管和压风管接通到距工作面不小于10ｍ，电缆钩挂在巷道右帮1.8米以上并固定锚杆上，电缆挂在电缆钩上，高压在下，低压在上，电缆间距按100—150㎜悬挂。
（详见管线悬挂断面图）

第六节 设备及工具配备
设备及工具配备表 表三
机械名称
型号
功 率
数 量
工具名称
单 位
数 量
掘进机
EBZ132
182KW
1台
铁 锹
把
6
胶带输送机
DTL80/40/2*55
55KW
1台
大 锤
把
2
通风机
FBD－NO7.1.
30KW
2台
吊 链
个
2
水 泵
潜水排砂泵
4KW
4
专用工具
套
2
锚杆钻机
ＭＹＴ-150/320Ｃ

2台
信号综保
BXZ-2.5KVA
1
张拉仪
SL-50T

信号线
m
200
水管、压风管
Φ50
400
1台
激光指向仪
个
1

掘进机总体技术参数表 表四
机械名称
单位
参数
机械名称
单位
参数
掘进机
KW

掘进断面形状

任意
切割电机

经济切割煤岩硬度
f
≤4
油泵电机

爬坡能力
度
±18
高 度
ｍ
1.55
供电电压
V
660/1140
长 度
9.1
截割头伸缩量
mm
500
宽 度
2．6
喷雾防尘

内、外喷雾
最大掘进高度
4.4
截割头形状

圆锥台式
最大掘进宽度
4．9
截割头转速
Rpm
47/23
最大卧底量
0.27
掘进机重量
T
36.5
铲板宽度
3.2

管线敷设方式表 表五
序号
名称
规格型号
单位
数量
吊挂方式
与工作面间距
1
风 筒
φ800 ㎜
节
20
逢环必挂
不大于5ｍ
2
静压水管
φ50
根

33
悬 吊
不小于10ｍ
4
压风管
φ50
根
33

悬 吊
不小于10ｍ
5
电 缆
70 ㎜2
ｍ
200
悬 吊
跟 掘 进 机
6
电 缆
50㎜2
ｍ
200
悬 吊
跟 掘 进 机
7
电话线

ｍ
200
悬 吊
跟 掘 进 机
8
监测线

ｍ
200
悬 吊
跟 掘 进 机
9
信号线

ｍ
200
悬 吊
跟 掘 进 机

第五章 工作面通风及瓦斯监测监控
第一节 通风
一、风量计算
（1）、按生产地质报告和在矿井实际作业中测得瓦斯数据所提供的瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×QCH4/C×K掘通
=100×0.27/1×2.0
=54m3/min =0.9m3/s
式中：K掘通—为掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0
QCH4—为掘进工作面绝对瓦斯涌出量。
C—为掘进工作面运送流中允许沼气最大含量。
（2）、按工作面人数计算：
Q=4×n=4×15=60m3/min=1 m 3/s
式中:4－每人每分钟不低于4m3的配风量；
n－掘进工作面同时工作最多人数，此处取n＝15人
（3）、按局部通风机的实际吸风量计算:
根据井下掘进工作面的实际需要，选FBDNO7.1型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面供风，局部通风机实际吸入风量385～ 720m3/min，取480 m3/min。
Q掘=Qf×I×K=480×1×1.2
=576m3/min =9.6m3/s。
式中: Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/S。
Qf—掘进工作面局部通风机额定风，m3/min。
1—掘进工作面同时用局部通风机的台数，1台。
K—为防止局部通风吸环循风的风量备用系数，有瓦斯涌出的取1.2。按二、按风速进行验算：
开切眼掘进巷道断面积17.6m2，掘进工作面风量取以上计算的最大值10.00m3/S
按最低风速验算，工作面最小风量为：
Q1掘≥15×S=15×17.6=264m3/min=4.4 m3/s
式中：S—为第一次掘进工作面的平均断面积，取1 m2
按最高风速计算，工作面最大风量为：
Q2≤240×S=240×17.6=4224m3/min=70.4 m3/s
式中：S—为第一次掘进工作面平均断面积，取17.6 m2
4.4 m3/s>10m3/s>70.4 m3/s。
通过上述计算和风速验算掘进工作面的风量为10m3/S符合《煤
矿安全规程》规定。
附：通风系统图

1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在缓坡上山10m处以的新鲜风流中。
2、通风系统
+1484m水平运送顺槽开切眼新鲜风:
副平洞→1565m水平上部车场→S型缓坡上山→局部扇风机→1E401工作面运送顺槽→开切巷工作面。
+1484m水平开切眼乏风:
开切巷工作面→1E401工作面运送顺槽→运送上山→运送立井→地面。
三、通风方法及设备
1、通风方法及设备
通风方法:工作面采用压入式双风机双电源自动切换的局部通风机通风。
通风设备:开切眼工作面配备两套风机电源与两台FBD—NO7.1/30*2型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，两台开关及直径800㎜的阻燃风筒，风机安设消音器，两套设备，一套工作，另一套备用。备用风机、开关必须保证完好，并且安装在风机自动切换装置上；并随时保证两套风机电源正常切换运营。
四、局部通风机及其开关的安装规定
1、局部通风机及其开关的安装规定
风机安设在S型缓坡上山新鲜风流中，风机(涉及开关)距运送巷口的距离不得小于10ｍ，供应该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到运送口间的巷道最低风速不得低于0.25ｍ/s。
双风机必须安放在风机架上，规定风机安装处顶板完整、支护齐全。距底板不小于300㎜，开关必须上架。
2、正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器），备用局部通风机必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保证掘进工作面正常通风。
3、风筒吊挂规定
(1)风筒吊挂在靠煤帮左侧1.8米以上，风筒逢环必挂。
(2)风筒吊挂距帮壁0.1ｍ，距巷道顶板0.2ｍ，吊挂平直。
(3)风筒接口要严密不漏风，拐弯处必须采用刚性弯头风筒，不得出现拐死弯，落地现象。
(4)风筒出口距工作面迎头距离不大于5ｍ。
五、隔爆措施
在距交叉口50—75m处安设一组隔爆水棚。水袋距顶板不得大于200mm。
六、监测监控仪器仪表的型号及数量位置
（一）、监测监控仪器仪表及数量
该开切眼工作面在运送顺槽安装一台KJ90—F8型监控分站，开切眼掘进工作面分别安设一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器和风速传感器，设备集中点分别安装一个甲烷传感器，两台局部通风机开停传感器，该掘进工作面总电源馈电开关安装一馈电断电开关开停传感器，传感器与分站联接、分站与地面监控室信号电缆都必须用专用阻燃。
（二）、布置位置及规定
1、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不得大于300㎜，距巷道侧壁不小于200㎜，掘进工作面的瓦斯传感器距工作面小于等于5ｍ，运送风流中的传感器距运送口10-15m。
2、两台开停传感器分别安设在局部通风机的主、备风机电源开关负荷侧的电缆上。
3、KJ90—F8型监控分站安装在上平巷移动变电站机电设备集中点处，顶板支护良好、无滴水、无杂物的地方，重要用于接掘进工作面的各种传感器及瓦电闭锁，其设备电源取自照明综保开关上。
4、掘进机组上必须安设瓦斯报警断电仪，报警浓度≥1.0%、断电浓度≥1.5%、复电浓度<1.0%。
5、信号电缆必须位于动力电缆上方0.1ｍ以上的地方。
6、瓦斯传感器的断电浓度及范围，当掘进工作面瓦斯传感器的断电浓度为1.0%，断电范围是该掘进工作面内所有非本质安全型电气设备，复电浓度为1.0%以下。
7、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度，掘进工作面复电浓度为1.0%以下，必须人工进行复电。

第六章 灾害防治
第一节 瓦斯防治
1、正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器），备用局部通风机必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保证掘进工作面正常通风。
2、实行专职瓦斯检查员随时检查瓦斯制度。
3、有效运用矿井瓦斯监控系统和报警断电功能对掘进工作面的瓦斯进行技防。
4、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方距顶板不大于300㎜，距巷道运送侧煤壁不小于200㎜，掘进工作面的传感器距工作面小于等于5m的运送风流中。
5、瓦斯传感器的断电浓度及范围，工作面瓦斯传感器的断电浓度为QCH4≥1.0%，断电范围是工作面及巷内所有非本质安全型电气设备，运送口处瓦斯传感器的断电浓度为QCH4≥0.7%，断电范围是掘进工作面及巷道内所有非本质安全型电气设备。
6、工作面瓦斯浓度达成1.0 %或运送流中瓦斯浓度达成0.7%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行解决。
7、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20ｍ以内风流中的瓦斯浓度达成1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行解决。
8、工作面及巷道内体积大于0.5ｍ3的空间内瓦斯积聚的浓度达2.0%时，附近20ｍ内必须停止工作，撤出人员、切断电源、进行解决；
9、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。
10、工作面中二氧化碳浓度达成1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明因素，制定措施，进行解决。
第二节　综 合 防 尘
一、防尘设施
1、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设2寸静压水管，并每隔50ｍ安设一个三通阀门。
2、掘进机上安设有效的内外喷雾装置，水压达成4Mpa以上。必须保证内喷雾与外喷雾的雾化效果好，能覆盖整个滚筒。
3、煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须所有覆盖煤流。
4、巷内安设净化水幕二道，分别在+1484m水平、+1484m水平在距三运皮带机机头往里100m安装第一道固定水幕，移动水幕距工作面30～50ｍ处，水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于300㎜。
二、防尘系统
防尘水源来自地面静压水池。
地面静压水池（ø80mm水管）