9107进风顺槽作业规程.doc

9107进风顺槽综掘

作

业

规

程

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 地面相对位置及水文地质概况 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 3
第三章 巷道布置及支护说明 4
第一节 巷道布置 4
第二节 施工工艺及要求 4
第三节 掘进作业 14
第四章 生产系统 17
第一节 通 风 17
第二节 综合防尘 20
第三节 安全监控系统 20
第四节 压风自救系统 21
第五节 供水系统 22
第六节 压风系统 22
第七节 防灭火 22
第八节 供 电 23
第九节 排 水 23
第十节 运 输 23
第十一节 通讯系统 23
第五章 劳动组织与主要技术经济指标 23
第一节 劳动组织 24
第二节 循环作业 28
第六章 安全技术措施 29
第一节 施工准备 29
第二节 一通三防 29
第三节 顶板管理 33
第四节 综掘机使用及管理 37
第五节 防治水 46
第六节 掘进机司机操作准备工作 52
第七节 操作掘进机安全规定 55
第八节 修安全技术措施 57
第九节 机电管理 61
第十节 运输管理 63
第十一节 其 它 68
第七章 掘进工作面质量标准化标准 71
第一节 作业规程编制 71
第二节 作业地点综合防尘措施 71
第三节 运输设备 71
第四节 局部通风 71
第五节 巷道卫生 71
第六节 施工图版 72
第七节 机电设备管理 72
第八节 顶板管理 72
第九节 质量标准化和工程质量验收 72
第八章 灾害预防及避灾路线 73
第一节 灾害预防 73
第二节 避灾路线 74

附图表：
1、掘进机进刀示意图
2、掘进作业循环图表
3、9107进风顺槽支护断面图
4、9107进风顺槽开口30米支护断面图
5、9107进风顺槽掘进地质说明书
6、9107进风顺槽地质综合柱状图
7、9107进风顺槽巷道平面布置图
8、9107进风顺槽巷道通风布置图
9、9107进风顺槽机电设备布置图
10、9107进风顺槽供电图
11、9107进风顺槽监控系统图
12、9107进风顺槽避灾路线图
13、9107进风顺槽作业规程学习传达记录

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第一章 概 况
第一节 概 述
1、巷道名称、用途及井上下位置：
本工作面所掘进的巷道为9107进风顺槽，巷道主要担负9107工作面运输、通风。是该工作面的一个安全出口。掘进期间作为主巷，与9105回风顺槽双巷掘进，是9107工作面的主要巷道。本巷道位于胶带上山以南9107工作面东侧。
2、工程概况：
本巷道总工程量为1200米，与9105回风顺槽间距20米。倾角（3—8°），设计为矩形断面，采用钢带、锚网、锚索联合支护。巷道净宽4500mm、净高2800mm。根据以往资料显示该巷道在掘进过程中会遇到煤层变化（煤层厚度1.7米—3.7米），因此，在掘进时应根据具体情况及时修改补充支护方式、并制定相应的安全技术措施，确保安全。
第二节 编写依据
1、根据机械化采煤升级改造《初步设计》和配套的《初步设计》9#煤层采区《顺槽布置施工图》。
2、本矿已掘巷道的观测资料。
3、《机械化采煤升级改造矿井地质报告》。
4、《煤矿安全规程》。
第二章 地面相对位置及水文地质概况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
该巷道布置在9＃煤层中，相对高程1030米，沿煤层顶板掘进。东邻9105采面。地表相对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物。
第二节 煤岩层赋存特征
1、9号煤层：该煤层位于太原组上部，K5砂岩之上，厚度1.20—3.50m，平均2.15m，偶含一层夹矸，结构简单，井田内赋存区稳定可采。煤层顶板为黑色泥岩或砂岩，底板为砂质泥岩，井田北部有煤层剥蚀，可采性指数为1，厚度变异系数23.8%。
9107工作面所采煤层属高变质煤。
泥岩：黑色，常相变为砂质泥岩，含植物化石碎片，平均厚度10.68m。
9号煤层：分布稳定，全区可采。厚度1.20m—3.50m，平均2.15m。
附：煤层主要煤质特征表
煤层主要煤质特征表

煤层号
原煤

水分
Mad（%）
灰分
Ad（%）
挥发分
Vdaf（%）
全硫
St.d（%）
发热量
Qgr.ad（MJ/kg）

焦渣
特征

固定碳
Fc.d（%）

粘结
指数
GR.I
煤类
浮煤
9下
原煤
0.43～0.98
0.79
16．35～37.22
21.20
15.09～19.44
16.39
0.34～1.03
0.58
26.63～30.32
30.06

63.08

PS12
浮煤
0.60～0.85
0.72
9.22～10.41
9.61
14.72～15.54
15.10
0.46～0.62
0.49
32.83～33.29
33.06
4～6
5
5～14
8
2、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
煤层瓦斯涌出量 7.77m³∕t
煤层瓦斯等级 低瓦斯矿井
煤尘爆炸指数40% 有爆炸危险
煤层自燃发火期 自燃发火性为Ⅲ级，不易自燃。
第三节 地质构造
1、地质构造
根据资料显示，该巷道位于井田中部向斜构造南翼，南部高，北部低，煤岩南北方向倾斜，自然坡度3°—8°巷道以向斜构造的走向方向布置，可能在巷道掘出一段时间后，由于受下滑力的作用，巷道南帮和顶部受挤压发生煤帮和顶板有少量变形现象，支护受压，局部出现受压显现。
3、水文地质情况
由于该巷道横贯一采区南北9＃煤层下，9＃煤层及底板岩层有局部渗水。预计有少量涌水。顶板一般无水，但必须加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采取防、堵、疏、排、截的综合治理措施。依据实际情况进行探放水，并编制专门探放水措施，防止对掘进工作面造成影响。注意顶板的水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。施工中要敷设好排水管路，备好排水泵及通讯设施，做好排水准备工作。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1、该巷道布置在9＃煤层中，相对高程1026米，沿煤层顶板掘进。东邻9105采面。地表相对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物
第二节 支护设计
一、巷道规格、支护形式。
9107进风顺槽设计为矩形断面，巷道规格为：净宽×净高=4500mm×2800mm，净断面为12.6㎡；采用锚杆、锚网、钢带、锚索联合支护。
二、 支护参数校核
1、 锚杆、锚索支护参数
（1） 锚杆直径

式中，

（2） 锚杆长度

式中，

2锚索支护参数的确定
1锚索长度的确定

式中：
La——锚索长度（m）；
La1——锚索外露长度（m）；
La2——锚索有效长度（m）；
La3——锚索锚固长度（m）。
（1）静压软岩巷道
在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度：

式中，a——巷道宽度（m）；
h i——稳定岩层下各层厚度（m）；
i——稳定岩层下岩层层数。
（2）动压软岩巷道

（3）当La2/a>3时，则La2=3a。
2锚索排距的确定
锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。每排布置一根锚索则其排距为：

式中， a——巷道宽度（m）；
——上覆岩层平均体积质量（KN/m3）
——单根锚索的极限破断力（KN）；
k——安全系数。
1锚杆长度的计算
L=KH+L1+L2
式中 L——锚杆长度，m；
K——安全系数，取2；
H ——冒落拱高度，m，是根据公式H=B/2f估算的；
B——巷道开挖宽度，一次开挖宽度4.2m，二次开挖宽度3.5m，取4.2m；
f——岩石（煤）坚固系数，f=2。
L1——锚杆锚入岩层深度，根据经验条件，取0.3m；
L2——锚杆在巷道中的外漏长度。
2锚杆间排距的计算

式中：
B——；
Q——锚杆设计锚固力，89.8KN；
K——安全系数，去K=6；
H——冒落拱高度，H=0.955m；
r——被悬吊岩层的重力密度。
1锚杆间排距的计算
（1） 顶锚杆间排距的计算
ab= Q/(KrLcos)
式中：
a——锚杆间距，m；
b——锚杆排距，m；
Q——顶锚杆锚固力，取64KN；
G——悬吊岩石载荷，KN；
K——锚杆安全系数，m，取1.5m；
r——岩石容重，KN/m3，取23.5；
L——锚杆有效长度，m，取1.5m；
——岩层倾角，取30，
（2）帮锚杆间排距的计算
行帮支护所需提供的最大支撑力为

为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力，则锚杆的间距为：
a1=Q/(b1K1)
式中：
Q——帮锚杆锚固力Q，取40KN；
a1——帮锚杆的间距，m；
b1——帮锚杆排距，m；
r——煤的容重，KN/m3，取13.1；
d——巷道半宽，m，取1.5m；
H——巷帮高度，m，取高帮3.0；
——煤层内摩擦角，取25度；
f——煤层普氏系数，一般取2～3，取2；
K1——锚杆安全系数，一般取1.5～2，取2；
2锚索间排距的计算
1锚索长度的确定
锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2
L1=Nb
式中：
L——锚索长度，m；
L1——锚索孔内长，m；
L2——锚索外露长度，m，取0.3；
B——巷道跨度，m，取3；
n——经验系数，一般1.5～2，取2。
2锚索排距的计算
由于回采巷道跨度不大(3m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。
3锚索间距的计算
由于顶板悬吊载荷为

因此，锚索间距可由下式计算

式中：
Q2——锚索预紧力，KN,100～120，取100；
r——岩石的容重，KN/m，取23.5；
B——巷道跨度，m，取3；
f——岩石普氏系数，取2～4，取3；
h——载荷体高度，m，按自然平衡拱理论，沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度h=B/（2f）=0.5
——岩层倾角，30度。
1锚索排距的计算
需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为

式中：
B——巷道跨度，m；
——破坏区煤岩体容重，KN/m3
b——锚索排距，m。
——顶板破坏高度，m。
(2)潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力f，即

式中：
u——内摩擦系数；
Ph——作用滑移面上的水平应力，KN;

式中：
——内摩擦角，（。）
则

（2） 求锚索的排距。根据锚索的屈服载荷Y1，按每排安装n根锚索考虑，有
nY1=W-Ff
式中：
Y1——锚索的屈服载荷，KN。

帮锚杆锚固力不小于50KN(或5吨或50KN)
公式计算：
拉力器上仪表读数（MPa）×4=锚固力（KN）
锚固力（KN）÷10=承载力（吨）
例：
13MPa（拉力器上仪表读数）×4= 52KN（锚固力）
52KN（锚固力）÷10=5.2吨（承载力）
顶锚杆锚固力不小于70KN(或7吨或70KN)
公式计算：
拉力器上仪表读数（MPa）×4=锚固力（KN）
锚固力（KN）÷10=承载力（吨）
例：
18MPa（拉力器上仪表读数）×4= 72KN（锚固力）
72KN（锚固力）÷10=7.2吨（承载力）
Ф15.24锚索锚固力不小于120KN(或12吨或40MPa)
公式计算：
拉力器上仪表读数（MPa）×3.044=锚固力（KN）
锚固力（KN）÷10=承载力（吨）
例：
40MPa（拉力器上仪表读数）×3.044= 121.76KN（锚固力）
121.76KN（锚固力）÷10=12.176吨（承载力）
Ф17.8锚索锚固力不小于169.6KN(或16.96吨或45MPa)
公式计算：
拉力器上仪表读数（MPa）×3.768=锚固力（KN）
锚固力（KN）÷10=承载力（吨）
例：
45MPa（拉力器上仪表读数）×3.768= 169.56KN（锚固力）
169.56KN（锚固力）÷10=16.956吨（承载力）
Ф21.6锚索锚固力不小于250KN(或25吨或55MPa)
公式计算：
拉力器上仪表读数（MPa）×4.55=锚固力（KN）
锚固力（KN）÷10=承载力（吨）
例：
55MPa（拉力器上仪表读数）×4.55= 250KN（锚固力）
250KN（锚固力）÷10=25吨（承载力）
型号为：YCD22-290型预应力张拉千斤顶
备注：
使用扭力矩扳手检测，帮锚杆扭力矩不小于120KN,顶锚杆扭力矩不小于150KN。

三、 特殊地点支护形式
1.开口位置和交岔点使用锚索加强支护、开口处前3排必须全部使用锚索进行支护锚索间排距为:800mm×800mm，交岔点。其他顶板破碎的地段根据实际情况加强支护。（详见加强支护措施）。

第三节 施工工艺及要求
一、支护工艺、工序及要求
（一）临时支护工艺、工序及要求
1、临时支护的数量，规格、形式
采用3.0m长的12＃槽钢作为前探梁，每根前探梁采用2个“U”型卡用螺帽固定在钢托板下面。“U”型卡用Ф20mm圆钢和10mm厚钢板制成，前探梁可在“U”型卡内前后移动，前探梁采用数量为3根。
2、使用前探梁临时支护时工艺、工序要求
掘进机割出一个循环后，退出掘进机，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关，并使用皮带等盖好截割头，。然后操作人员站在正式支护下，用长柄工具处理干净顶帮活矸（煤），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚网支护下，在迎头最里挂联一片顶网，将钢带和网联好后，在紧靠迎头锚杆上上好前探梁卡子，施工人员及时顶起网，前移前探梁，前移前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。使用方木和木楔接顶， 方可由外向里，找准眼位打眼，固定锚杆。
3、工作面端头与临时支护，与永久支护间的最小和最大距离
工作面与临时支护最小距离为0.2m,最大距离为1m。
工作面与永久支护最小0.2m，最大1m。
工作面与护帮支护最小距离0.8m,最大距离为1.6m。
附图4：临时支护平、剖面图。
（二）、永久支护工艺、工序及要求
1、永久支护材料：
锚杆：帮锚杆、顶锚杆Φ20mm×2000mm高强度金属锚杆；
锚索：Φ17.8mm×8300mm低驰驰预应力钢绞线；
锚杆托盘：120mm×120mm×10mm铁托盘；
锚索锁具：Φ17.8mm锚索专用锁具；
锚索托盘：长300mm，14#槽钢；
钢 带： 顶钢带采用W钢带，长度4300mm，眼间距800mm，6眼/每根，边眼距钢带边150mm，帮钢带采用Φ14mm圆钢筋焊接成梯子型钢带，钢带长度2800mm，由二条主筋和中间的横筋焊接而成；主筋间距为80mm。
锚 网： 菱形金属网；
锚固剂： MSCK2360型；
2、永久支护方式
锚杆、锚索、钢带、锚网施工方法
（1）、采用锚网索钢带永久性支护。顶锚杆采用Φ20×2000mm的金属锚杆，帮锚杆采用Φ20×2000mm的金属锚杆，锚索采用Φ17.8×8300mm的低松弛预应力钢绞线,钢带规格:采用¢14mm圆钢焊接，锚网采用菱形金属网，通过铁托盘、钢带压紧金属网，锚杆间排距800×800㎜，锚索间排距1600×800㎜，锚杆用力矩扳手拧紧，锚杆托盘规格为120×120mm，金属网搭接长度100mm，每150mm连一扣，联网丝采用双股14#铁丝，每扣拧圈不低于两圈，剩余部分弯到铁丝网里头。顶部锚杆用MSCK2360型锚固剂两支，帮部锚杆用MSCK2360型锚固剂一支，锚索用MSCK2360型锚固剂三支。锚杆的锚固力帮锚杆不低于50kN，顶锚杆不低于70kN。锚杆的外露长度，不大于50mm。

(2)、锚索间排距1600×800mm，呈三花眼布置，每排2根/1根；锚索托盘采用长300mm，14#槽钢，每根锚索用MSCK2360型锚固剂三支，锚固力不小于230KN。具体布置方式见附图五。

第四章 ：施工工艺
第一节：施工方法
一、施工工艺
施工方案采用“三八制”循环作业方式，采用30KWx2局部通风机压入式通风，风筒使用直径800mm“双抗”胶质风筒。局扇实行双风机、双电源，风机自动切换，并做到“三专两闭锁”，皮带运输。
2、 施工顺序：交接班→安全检查→割煤→敲帮问顶→挂网临时支护→永久支护→收尾（整理工程质量标准化）。

3、 支护质量要求
（1）、9107进风顺槽为矩形巷道，净断面：宽4.5m×高2.8m，净断面积：12.6㎡，采用锚网钢带联合支护，锚杆采用Φ20×2000mm的金属锚杆，锚杆托盘采用10mm厚120×120mm的铁托盘，托板采用3mm厚4300×220mm的W钢带，采用K2360型树脂药卷进行锚固，保证锚固力帮锚不小于50KN、顶锚不小于70KN，锚杆排间距800mm×800mm；金属菱形网规格10×1米，网孔大小30×30㎜的菱形网，菱形网搭接长度不小于100mm，每隔200mm采用14#钎丝双股绑扎，扭结不少于3圈。锚索Φ17.8mm,每组间排距1.6×0.8m，布置方式为二、一、二排列，每组2根/1根，长度8.3m,打到9#煤层顶板白砂岩层内1.2—1.5 m为宜。
（3）、采用φ20×2000㎜的金属锚杆和φ20×2000㎜高强度金属锚杆，锚杆凿眼机为帮锚杆钻机风动手持钻机，顶锚杆眼为MQT—85锚杆外钻机。
（4）、临时支护采用3.0m长的12＃槽钢作为前探梁，每根前探梁采用2个“U ”型卡用螺帽固定在钢托板下面。“U”型卡用Ф20mm圆钢和10mm厚钢板制成，前探梁可在“U”型卡内前后移动，前探梁采用数量为3根。
工作面与临时支护最小距离为0.2m,最大距离为1m。
工作面与永久支护最小0.2m，最大1m。
工作面与护邦支护最小距离0.8m,最大距离为1.6m。
（5）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。
（6）、锚杆的锚固长度不小于300mm,锚固力顶眼不小于70KN，煤巷帮眼不小于50KN。锚索的锚固长度不小于800mm锚固力不小于230KN。
第三节 掘进作业
一、掘进工艺
本项目工程采用EBZ135综掘机破煤施工，全断面一次成型。
二、掘进工艺流程
交接班→安全检查→检查瓦斯→割煤→检查瓦斯及成型效果→临时支护→永久支护。
三、锚网、索支护要求
（1）施工所用锚杆和树脂药卷必须购买专业生产厂家产口，产品必须有合格证，对不符合标准的锚杆和无合格证的锚杆树脂药卷坚决不用。
（2）药卷与锚杆孔和锚杆必须配套。使用前发现变质和超期的药卷不许用在工程中。
（3）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。
（4）、锚杆的锚固长度不小于300mm,锚固力顶眼不小于70KN，煤巷帮眼不小于50KN。锚索的锚固长度不小于800mm锚固力不小于230KN。
（5）、锚网采用菱形网，搭接长度0.1m,用14＃铁丝每200mm联网一处。
（6）、煤巷帮网使用网眼30㎜×30㎜的菱形铁丝网。
（7）、交岔点支护
交岔点前后5m范围内加强锚索加密支护，即排距不变的基础上，每排布置3根加强锚索，补强间距1.4m,靠工作面侧锚索距帮800mm。丁字口、十字口开口处加一排（两根）锁口锚索。
（8）特殊地段的支护方式和技术要求：
①掘进工作面过松软岩层，破碎带地段时，巷道交岔点应立即缩小钢带间距增加锚索数量及时挂网锚喷支护。巷道开口处增加三根锁口锚索，巷道交岔点处锚索数量以1.2m2控制面积实施补强。
②加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板，并有备用支柱（优质木材）、锚杆，菱形铁丝网要有足够数量码放到迎头50 m处。
③在巷道特殊地段，永久支护完成时同时安装顶板离层仪，对顶板下沉量进行监测。
④在掘进过程中如遇断层、无煤柱等特殊地质构造时，要改变支护方式，加强顶、帮支护。严禁空顶作业，严格执行“敲帮问顶”。采用少装药、放小炮的方式，减小炮眼装药量，特别是周边眼。严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度，并制定专项安全技术措施。加强通风管理，防治瓦斯大量涌出造成瓦斯浓度变大，如瓦斯浓度超限，应立即撤人。放炮时要对附近20米范围内风、水管路和电气设备加强保护，全部人员要撤到安全区域，（直巷100米，拐弯巷道70米。）撤出最后一名人员必须是安全员。
（9）锚索、锚杆安装工艺
1）、顶锚杆安装工艺
割煤后先进行通风，排放有害气体，然后洒水降尘，清理掉顶、帮危岩再进行临时，支超前支护，同时将顶网、钢带整平，然后联顶网，钻锚杆眼，每完一孔后，紧固螺母套筒连接锚杆与钻机，操作锚杆钻机将锚杆药卷送入眼底，按规定时间搅拌药卷后稍停机15—30秒后开动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位，依次循环进行，直至将顶锚杆全部注完毕。每排顶锚杆钻眼安装应先中间后两帮，按规定间排距定位再钻。
2）、帮锚杆安装工艺
在顶锚杆施工完毕后，进行帮锚杆安装与出煤平行作业，采用手持式风动煤钻机带动Ф26mm的麻花钻杆打锚杆眼，根据锚杆布置图，先打上部帮眼然后将金属网上边与顶网联好，用锚杆体将锚固树脂药卷轻轻送入眼底，用锚杆托板压住金属网，杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌30—45秒，达到规定要求，稍后直接将螺母拧紧即可。为了避免回采割煤钢制帮锚对和滚筒产生碰撞接触危险，在采帮一侧采用高强度树脂锚杆锚固。
3）、锚索安装工艺
采用锚杆钻机钻孔、钻杆为1m长的Ф19mm的六楞空心钻杆多根套接使用，钻头为Ф25的复合片钻头。锚索安装需三人配合，一个操作钻机，两人拆换钻杆。钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底，戴好连接套，开始搅拌，且钻机应缓缓上升，并保证锚固剂到眼底，锚索药卷搅拌时间为50—60秒，搅拌完毕停止钻机，等待180秒后开始拆下搅拌器，半小时后才能用千斤涨拉锚索（短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉）。涨拉时，先戴上托梁（或铁托板）、锚具，然后用涨拉千斤锁住锚索进行涨拉，油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量超过150mm时立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时，必须在附近200mm处重新补打。
4）、加强锚索施工工艺
9107进风顺槽顶板钢带锚杆与锚索一同打注，每班必须全部跟到工作面迎头。每割一个循环进度0.8米，停止截割，开始打钢带、锚索，完成支护后再开始第二次割煤。
5）、平行作业工艺
9107进风顺槽打帮锚杆可与割煤平行作业，滞后于综掘机后，紧跟综掘机锚固。
6）、支护工艺要求
①根据现场顶板情况和实际岩层强度，“掘一排、支护一排”。
②为保证巷道工程质量，在每一循环之前都要检查中线情况，如有偏差及时调整。
③迎头掘出一排距离后，人员在外边有支护下用长柄工具敲帮问顶。处理顶帮活矸、活煤，然后人员站在永久支护下，铺好顶网，打好临时支护，照好中线竖好钻机打注顶锚杆（索）。

第五章 生产系统
第一节 通 风
一、局部通风设备选型：
本工作面采用局扇压入式通风，配备 2BKJ-6.0/22型（功率2×22kw）局部扇风机。双电源供电，一台工作，一台备用，吸风量为250—456m3/min。选用800mm柔性胶质风筒，保证工作面风流稳定连续。
二、通风系统：
1、通风采用压入式通风方式，局扇必须采用双风机双电源。
2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁”。
3、风筒出口距煤头距离保证不超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。
4、所有工作人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。风筒损坏后要及时修补，以免漏风严重，造成掘进头风量不足。
施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及启动装置必须安设在进风巷新鲜风流中，距9107顺槽巷道口20米。
掘进工作面风量计算：
Q掘面=60×V×S×Kt =60×0.25×11.25
×1.10=175.89m3/min
式中:S---掘进巷道的毛断面积，取11.25㎡；
V---掘进工作面的风速，取0.25m/s；
Kt---掘进工作面温度调整系数，取1.10。
（1）风量验算：
①、按CH4涌出量验算：
Q掘面≥100×q 掘×K掘通=100×0.54×2.0=202m3/min
式中:q CH4---掘进工作面的CH4绝对涌出量取0.54m3/min
K掘通---掘进工作面的通风系数，取2.0
Q掘---掘进工作面实际需要的风量
②、按人数验算：Q掘面≥4×N=4×6=24m3/min
式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数，取6人。
③、按同时使用最多炸药量验算：
Q=25A=25×11.1=277m3/min
经过以上验算Q掘面取277m3/min
（2）风机选型：
Q局=Kl×Q掘面=1.2×277=332m3/min
式中：Q局——掘进工作面局部通风机的吸风量,
K1——风筒漏风系数，取1.2，
根据计算及实际通风路线长，应选用2BKJ-6.0/22型（功率2×22kw）局部扇风机，吸风量为250—456m3/min。
为了防止局扇吸循环风，局扇安放的巷道中的风量，除了保证局部扇风机吸风量外，还应保证局部扇风机吸口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为每秒0.25米，采取下式计算：
Q安=Q局+9×S=400+9×11.25=500m3/min
式中:S---局扇安置的巷道净断面积，取11.25m2
经过验算，掘进选用2BKJ-6.0/22型局部扇风机。
三、局部通风机的安装地点和要求
1、局部通风机的安装地点
局扇通风机安装于胶带上山新鲜风流中、距9107顺槽巷道口20米。
2、局部通风机安装要求
1）、局扇使用锚杆固定悬挂在顶板上，距离顶板300mm左右。
2）、局扇开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m，保证工作面有足够新鲜风流。
3）、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现三专（专用线路、专用开关、专用变压器）两闭锁（风电闭锁、瓦电闭锁）
4）、风筒要求平直、逢环必挂，不出现拐死弯现象。
5）、风筒接口严实不漏风，工作面风筒不落地。
6）、必须保证风机连续运转，不准无计划停风停电。
附：通风系统示意图
第二节 综合防尘
1、防尘水源来自地面蓄水池→副井筒→井底车场→无极绳运输巷→工作面。
2、防尘水源来自地面蓄水池→主井筒→工作面。
3、每50米设三通一个，打设支护时采取湿式打眼、定期冲刷巷道积尘，净化风流等综合防尘措施。防止煤尘堆积。
4、防爆水棚应设置在巷道的直线段内，长度不小于20米，水棚之间的排距不大于1.5米，水袋边与巷壁、顶板构件物间的距离不得大于150㎜，水袋距道不应小于1.8米。
5、距掘进工作面30m范围内，必须安装一道净化水幕。
6、工作面作业地点20m内安喷雾装置进行喷雾洒水。
7、各转载点设置设三通供喷雾洒水装置，做到开机开水，停机停水。
8、定期冲洗巷道，防止煤尘堆积。
9、对于粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。
10、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面。
第三节 安全监控系统
1、在工作面煤壁5m范围内设甲烷传感器一台，（距帮不小于200mm、距顶板不大于300mm，）报警浓度1.0％，断电浓度1.5％，复电浓度＜1.0％，巷道的回风侧上部，距帮不小于200mm、距顶板不大于300mm，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。在回风口以里的探头，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。传感器与断电仪之间采用专用监控电缆连接。
2、在工作面煤壁10--15m范围内设甲烷传感器一台，报警浓度1.0％，断电浓度1.0％，复电浓度＜1.0％，断电范围；掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。
3、在距回风口10--15m范围内安设甲烷传感器一台，报警浓度1.0％，断电浓度1.0％，复电浓度＜1.0％。
4、所有传感器要求数据真实，传送信号可靠及时，动作灵敏。甲烷传感器每7天必须更换一次，入井前必须进行断电试验。
5、便携式瓦检仪的配备和使用
1）、矿级领导、队长、技术员、电钳工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对巷道内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1.0％）必须进行处理。
2）、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作进行处理。
第四节 压风自救系统
根据国家煤矿安全监察局安监总煤行[2007]167号“三条线”文件精神，要求空压机站必须安装在地面、采用集中供气的规定，矿井地面工业场地现设空气压缩机房，安装有SHT-250/0.8型空气压缩机两台，一台工作，一台备用；额定排气量40m³/min，额定排气压力0.80MPa；配Y型电动机，10kV，250kW。一趟Φ108×5无缝钢管管路，沿主斜井敷设将压缩空气送至井下。本工作面的风源从地面空气压缩机房统一供风，用4寸钢管及1寸高胶管接入工作面。
第五节 供水系统
1、防尘水源来自地面蓄水池→副井筒→井底车场→无极绳运输巷→轨道上山→胶带上山→工作面。
2、防尘水源来自地面蓄水池→主井筒→工作面。
第六节 压风系统
风源来自地面压风机房经φ159主压风管供井下各运输巷，再用φ100风管接入工作面，风管布置在巷道帮，管路悬挂点距底板高度为1米。供风管距工作面不超过30米、设三通，胶管紧跟工作面。地面风压为0.7MPa，迎头风压最小为0.5MPa。
第七节 防灭火
一、巷道内的电气设备做到“三无”，杜绝失爆。
二、工作面杜绝一切明火，使用的润滑油和纸等必须存放在盖严的铁桶内，使用过的由专人定期送往地面处理，不准乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。
三、任何人员发现井下火灾时，应就火灾性质，灾区通风和瓦斯情况立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势并迅速汇报调度室。
四、电气设备着火时，应首先切断电源。在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。
五、对井下火灾不能直接灭火时，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，应组织人员撤离危险区，必要时戴上自救器撤离。
六、加强用电管理，井下所有电气设备的安装和使用除严格遵守规定外，还应正确使用各类安全保护装置，防止过电流引起火灾。
第八节 供 电
该迎头掘进施工中，电源来自井底变电所，供电方式为集中供电，经专用的高防开关、变压器接至工作面总开关，再用不同平方的负荷电缆，供巷道内各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点。
第九节 排 水
根据地质说明书的有关资料，影响本区段充水的主要因素为顶板淋头水及通过地层裂隙导入的四节石含水层，预计最大涌水量约为0.3m3/h左右，正常涌水量0.1 m 3/h。该工作面主要通过小水泵，用排水管路直接排入轨道运输巷，流入采区水仓。
第十节 运 输
1、运煤、排矸
工作面→煤溜→（胶带下山）皮带→煤仓→（胶带巷）皮带→井底煤仓→主皮带→主斜井→地面筒仓
2、运料系统
地面→1T矿车→副斜井→井底车场→轨道大巷→胶带上山→工作面
第十一节 通 讯
1、井下掘进工作面通信直接与井上下各通信相联系，电话为矿用本安型壁挂话机。
2、运输材料使用绞车时，必须使用信号联系，运煤过程中，也必须使用信号联系。
3、各部输送机、绞车间设双向对打声光兼备信号装置。信号规定：一停，二开，三倒。乱点为事故点。岗位工不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备运行。
第五章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
一、9107进风顺槽施工：
1、作业方式：实行“三•八制”作业方式，两班半开拓，半班检修。
2、生产班4个循环，循环进度3.2m。检修班2个循环，循环进度1.6m。
二、交接班、安全质量检查的准备工作
1、严格进行交接班制度，开工前，班组长、验收员、施工员、安监员、瓦斯员首先进入工作面进行安全质量检查，并加固工作面10m范围内的支护，及时处理上班遗留下的隐患，再进行作业。
2、对所有设备进行检查，保证完好，正常运转。
3、保证第二运输机（可伸缩胶带运输机）的连接长度，当第二运输机位于第一运输机未端时，需延伸第二运输机。
4、割煤运输
1）、选用悬臂式掘进机，型号：EBZ135型
2）、割煤方法：
截割时，按中心线左、右。先从左下定位切割煤邦，直至顶板，然后从左向右、从下向上切割破碎中间部分，再有下向上切割修整右邦，最后将巷道轮廓进行修整，保证不超挖、欠挖。每一次截深800mm。
切割时，必须按照规定的切割路线切割，以免造成机体不稳，截齿受损等不良现象，同时，掘进司机必须在培训合格后持证上岗，杜绝非专职司机操作，（详见切割图）
3）、操作方法：启动掘进机后，按照巷道尺寸进行定位，启动切割机电机，靠掘进机行车履带向前进刀0.4m后停止行走。按照切割程序图进行切割，切割中间部分时，水平摆动切割头到位后，使其升高一定距离，每次升高距离不得大于0.5m，过程中让装载臂与溜子工作，使铲板紧贴底板，并落下后支承部，使掘进机后部略抬高，使机器在切割过程中有较好的稳定性，如此重复、切割完一个循环（0.8m）后，掘进机退出工作面5m，切割臂放在底板上，切断电源并闭锁后，方可进行临时支护等工序。
四、掘进机使用安全注意事项
1、司机必须经过培训持证上岗，无关人员不得擅自开机。
2、截割头必须在旋转情况下才能向煤壁钻进。
3、当截割头已钻进煤岩壁里时，不允许启动截割电机，须先退后方可启动。
4、掘进面有煤有岩时，应先破煤在破岩，破煤时必须将五联阀组的进给速变换手柄推入，方可缓慢地切割岩石。
5、大块掉落煤岩，需用适当方法破碎后在装载，不能用刮板机强拉。
6、工作时若有不正常的声响，应立即停机检查，查明原因排除故障后才允许开机。
7、当发现液压系统压力值严重波动，溢流阀经常开启，系统有噪音和严重发热时，应立即停机检查。
8、邮箱油温超过70°C时，须停机冷却，待降温后再开机工作。
9、截割头在工作时，若遇闷车现象，应立即停机，以防切割电机的损坏。
10、掘进机启动时，必须先检查掘进机截割部及履带两侧无人后，方可发出警报，报警发出15s后方可开启掘进机。
11、掘进机使用维护按《EBZ1