掘进工作面设计项目说明指导书.doc

xxxxx掘进设计阐明书

编号： 号

编 制 单 位：xxxxxxx
编 制 日 期：10月
设计会审记录
设计名称

编制人

参设部门
生产部、机电部、安质部
部 长

地 点

主持人

会审时间

会 审 签 字 栏
总工程师

采掘副总师

机电副总师

安全副总师

生产技术部
地测： 采掘： 一通三防：
机电部
机械： 电气： 运送：
安质部

会审意见：

目录
1. 概况 - 1 -
1.1 概述 - 1 -
1.2 编写依据 - 1 -
2. 地面相对位置及地质情况 - 2 -
2.1 井上下对照关系表 - 2 -
2.2 煤（岩）层赋存特征及地质构造 - 3 -
2.3 地质构造 - 5 -
2.4 水文地质 - 5 -
2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性 - 5 -
2.6 煤质指标 - 5 -
3． 巷道布置及支护设计 - 6 -
3.1 巷道布置 - 6 -
3.2 支护设计 - 9 -
3.3 支护工艺设计 - 13 -
3.4 工程质量验收标准 - 14 -
3.5 矿压观测设计 - 15 -
4. 施工方法及工艺设计 - 16 -
4.1 施工方法 - 16 -
4.2 设备配备及技术特征 - 18 -
5. 生产系统设计 - 20 -
5.1 通风系统 - 20 -
5.2 综合防尘 - 27 -
5.3 防灭火 - 29 -
5.4 安全监控 - 30 -
5.5 供电设计 - 32 -
5.6 供、排水及压风系统 - 61 -
5.7 运输 - 65 -
5.8 安全避险六大系统 - 72 -
6. 循环方式、劳动组织及工作面主要技术经济指标 - 74 -
6.1 正规循环作业方式 - 74 -
6.2 劳动组织 - 74 -
6.3 主要技术经济指标 - 76 -
7. 安全技术措施 - 77 -
7.1 一般规定 - 77 -
7.2 “一通三防”管理 - 78 -
7.3 顶板管理 - 81 -
7.4 支护管理 - 83 -
7.5 联络巷贯通安全技术措施 - 85 -
7.6 高空作业安全技术措施 - 86 -
7.7 防治水管理 - 86 -
7.8 机电管理 - 87 -
7.9 设备操作安全技术措施 - 91 -
7.10 主运输管理 - 101 -
7.11 煤电钻施工安全技术措施 - 102 -
7.12 辅助运输安全技术措施 - 103 -
7.13 地坪施工安全技术措施 - 104 -
7.14 风机挪移安全技术措施 - 107 -
7.15 倒移配电点安全技术措施 - 108 -
8. 灾害应急措施及避灾路线 - 113 -
8.1 水灾防治 - 113 -
8.2 火灾防治 - 114 -
8.3 瓦斯、煤尘防治 - 115 -
8.4 顶板灾害防治 - 115 -
8.5 避灾路线 - 116 -
备注：本设计未尽事项，严格按照相关法律法规、《煤矿安全规程》、《各工种操作规程》、《地质说明书》、《设备安装车辆运输管理规定》和 《事故应急救援预案》的有关规定执行。 - 116 -

1. 概况
1.1 概述
1.1.1 设计巷道名称
xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽、xxxx综采工作面切眼及联系巷和调车硐室。
1.1.2设计用途
xxxx胶运顺槽重要作用是满足xxxx工作面回采时运煤、通风、管线敷设需求；xxxx辅运顺槽重要作用是满足xxxx工作面回采时通风、行人、物料运送、管线敷设需求，同步作为1313综采工作面回采时回风巷，满足工作面回风需求；xxxx综采工作面切眼重要作用是满足通风、行人及采煤设备安装。
1.1.3 设计巷道工程量
设计巷道总工程量：12148m
xxxx胶运顺槽：5215m
xxxx辅运顺槽：5175m
xxxx综采工作面切眼：300m
xxxx工作面联系巷及调车硐室：1458m
1.2 编写根据
（一）《煤矿安全规程》()；
（二）《煤矿井巷工程质量验收规范》；（GB 50213—）；
（三）《煤矿安全生产原则化基本规定及评分办法（试行）》；（）
（四）《xxxx煤矿初步设计阐明书》；（）
（五）《煤炭矿井制图原则》；（GBT 50593- ）
（六）《连采设备重要技术特性参照手册》；
（七）《煤矿作业规程编制指南》；(煤炭工业出版社)；
（八）《连采设备安全技术操作规程》；（）
（九）《矿山井巷工程施工及验收规范》；（GB50213—）
（十）《施工现场暂时用电安全技术规范》；（JGJ46-88）
（十一）《xxxx工作面巷道掘进地质阐明书》
（十二）xxxx煤业有限公司生产技术部《采掘工程管理办法》
2. 地面相对位置及地质状况
2.1 井上下对照关系表
表1 井上下对照关系表
水平、采区
一水平一盘区3#煤
工程名称
xxxx胶、辅运顺槽及切眼
地面标高
+1148～+1188m
井下标高
+781～+803m
地表特性
本工作面胶辅运顺槽地表除少某些沟谷，大某些为黄土梁岗区。
井下相对位置
xxxx工作面东临xxxx工作面，南至井田边界，西为实煤体，北为一盘区辅运大巷。
附：图2 xxxx工作面井上下对照图
2.2 煤（岩）层赋存特性及地质构造
2.2.1 围岩特性及地质构造
掘进范畴内煤层稳定，构造简朴倾角不大于1°，为近水平煤层。平均厚度约3.14m，埋藏深度为246～403m 。
伪顶：0.0～0.4m厚粉砂质泥岩、泥岩，极不稳定，岩石坚硬限度属极软岩至软岩；掘进时容易随煤层一起脱层垮落，遇水易软化，是影响煤质重要因素，属不稳定岩层（Ⅴ）。
直接顶:0.0～1.5m灰色、暗灰色中厚层状粉砂质泥岩，泥质粉砂岩互层；斜层理发育，某些区段呈块状层理，含植物叶片化石，与下层接触明显。饱水抗压强度为1.30～19.50MPa，岩石坚硬限度为软岩至较软岩，属弱稳定岩层（Ⅳ）。
基本顶：浅灰色厚层状粉砂岩、细粒长石砂岩，厚3.6～19.23m，平均11.42m；斜层理发育，与下层明显接触；分选性中档，磨圆度差，孔隙式泥质胶结；饱水抗压强度10.5～97.9MPa，平均为47.5MPa，岩石坚硬限度为软岩至坚硬岩，为稳定岩层（Ⅱ）。
直接底：直接底为1.03～8.35m厚浅灰色中厚层状粉砂岩，水平-波状层理发育，与下层接触明显；饱水抗压强度为36.3～45.2MPa，岩石坚硬限度为较坚硬岩；属中档稳定岩层（Ⅲ）。
xxxx掘进工作面顶底板稳定性总体评价：以难冒落顶板为主，中档冒落顶板次之，底板稳定性较好。巷道围岩特性详见表2。

表2 巷道围岩特性表
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特性
伪顶
泥岩
0.0～0.4
0.0～0.4m厚浅灰色粉砂质泥岩、泥岩，厚度不稳定，容易随煤层一起脱层垮；遇水易软化，岩石坚硬限度属极软岩至软岩。
直接顶
粉砂质泥岩
0.0～1.5
灰色、暗灰色中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩互层；斜层理发育，某些区段呈块状产出，与下层接触明显。岩石坚硬限度为软岩至较软岩；不稳定常被细砂岩取代（即直接顶缺失）。
基本顶
中粒砂岩
3.6～19.23
灰色、浅灰色中厚层状粉砂岩、中粒长石砂岩，分选性好（中档），磨圆度差，孔隙式泥质胶结，斜层理发育，与下层明显（过度）接触,岩石坚硬限度为软岩至坚硬岩。
直接底
粉砂岩
1.03～8.35
浅灰色中厚层状粉砂岩，水平-波状层理发育，与下层接触明显。岩石坚硬限度为较坚硬岩。
2.2.2 瓦斯：井田内各煤层瓦斯含量低，涌出量小。3号煤层变化在0.02～1.29ml/g.daf之间，自然成分重要为N2，占总量74.57～95.81%；次为CO2，占总量0.33～13.21%，CH4占总量0.00～15.21%；煤层瓦斯处在氮气—沼气带。矿井瓦斯绝对涌出量为1.95m³/min，相对涌出量为0.25m³/t，鉴定本矿井属于低瓦斯矿井。
附：图2 xxxx工作面地层综合柱状图
2.3 地质构造
该面构造上为从来北西西倾斜单斜构造，倾角不大于1°，近似水平构造，煤层构造简朴，煤层底板较平缓，局部有宽缓波状起伏，波幅较小；地质构造简朴，无断层、陷落柱等不良地质构造。
2.4 水文地质
xxxx胶、辅运顺槽及切眼掘进过程中，影响范畴内重要含水层为基岩孔隙水，其富水性弱，导水性差，水力联系不强。比拟xxxx工作面顺槽掘进过程中工作面涌水量状况，预测在xxxx胶、辅运顺槽及切眼掘进过程中顶板会浮现滴、淋水现象。掘进过程中，正常涌水量为13m3/h，最大涌水量为22m3/h。建议巷道掘进过程中及时开凿暂时水仓、开挖毛水沟、安装排水泵及管路等排水系统。
2.5 煤层自燃及煤尘爆炸性
3号煤层属容易自燃煤层，自燃发火期36天。在氧气浓度、温度、松散煤堆积等因素满足状况下会发生煤层自燃现象。
本工作面掘进煤层及顶底板无瓦斯涌浮现象，但作业面会有煤尘产生，依照煤尘爆炸性检查报告火焰长度不不大于400mm，煤尘有爆炸危险，应加强洒水除尘。
2.6 煤质指标
该面为3#煤，工业品牌为CY42。比拟xxxx工作面顺槽煤层煤质化验资料，该工作面为低灰、高挥发分、中高硫煤长焰煤，发热量约为5800卡/g。
煤质指标表3：
序号
项 目
单 位
指 标
1
分析水
%
2.35
2
灰份
%
16.65

3
硫份
%
1.67
4
高位发热量
MJ/Kg
31.81
5
低位发热量
MJ/Kg
29.26

3． 巷道布置及支护设计
3.1 巷道布置
3.1.1 巷道层位、开口坐标及方位角
掘进巷道布置在盘区3#煤南区，xxxx胶运顺槽开口坐标为X=，Y=；xxxx辅运顺槽开口坐标为X=，Y=；xxxx综采工作面切眼开口坐标为X=，Y=。xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽方位角为178°11′28″，xxxx综采工作面切眼方位角为88°11′28″。
联系巷设计为每隔70m设立一种，若从胶运向辅运方向开口，方位角为268°11′28″，xxxx综采工作面切眼调车硐室按设计图纸给定位置施工。
附：图3 xxxx胶、辅运顺槽及切眼布置平面图
3.1.2巷道断面形状及尺寸设计
xxxx胶、辅运顺槽、切眼、联系巷及调车硐室设计巷道断面形状为矩形。其中联系巷及调车硐室设计掘进断面为5000×3300mm，净断面为4900×3250mm。
1.xxxx胶运顺槽断面设计
xxxx胶运顺槽安设xxxx工作面带式输送机及设备列车规定巷道宽度：皮带宽度为L1=1744mm，皮带设备距巷帮支护之间距离L2=500mm，设备列车最大宽度L3=2100mm，人行道侧宽最小宽度L4=1000mm;需求最大高度为转载机所需高度H1=2800mm，安全间隙为H2=300mm。
xxxx胶运顺槽规定断面：
L=L1+L2+L3+L4=1744+500+2100+1000 =5344mm＜5500mm
H=H1+H2=2800+300=3100mm＜3250mm
因而xxxx胶运顺槽设计掘进断面为5600×3300mm，净断面为5500×3250mm满足设计规定。
2.xxxx辅运顺槽
xxxx辅运顺槽巷道宽度除满足无轨胶轮车行驶及回风需求，需求最大宽度为满足支架车（WC55）运送宽度为L1=3650mm，两帮安全间隙L2=500mm；需求最大高度为支架车运送支架时H1=2200mm，安全间隙为H2=300mm。
xxxx辅运顺槽规定断面：
L=L1+L2 =3650+500×2=4650mm＜5400mm
H=H1+H2=2200+300=2500mm＜3250mm
因而xxxx辅运顺槽设计掘进断面为5500×3300mm，净断面为5400×3250mm满足设计规定。
3.xxxx综采工作面切眼
xxxx综采工作面切眼巷道宽度需满足综采设备安装需求，需求最大宽度为满足支架外形长度为L1=4380mm，安全距离L2=800mm，端面距L3=340mm；需求安装高度为-3800mm之间。
L=L1+L2+L3=4380+800+340=5220mm ＜8000mm
H=3100mm满足-3800mm。
因而xxxx综采工作面切眼设计掘进断面为8000×3300mm，净断面为7900×3100mm满足设计规定。
巷道名称
巷道长度（m）
断面
支护形式
断面形式
净宽（m）
净高（m）
净面积（m2）
矩形
xxxx胶运顺槽
5210.5
5.5
3.2
15.68
锚网、锚索
矩形
xxxx辅运顺槽（1313回风顺槽）
5222.4
5.4
3.1
17.28
锚网、锚索
矩形
xxxx综采工作面切眼
300
7.9
3.1
15.68
锚网、锚索
矩形
xxxx工作面联系巷及调车硐室
1458
4.9
3.2
15.68
锚网、锚索
矩形
附表4： xxxx工作面巷道支护方式、巷道断面特性表
3.2 支护设计
3.2.1 支护方式
3.2.1.1 暂时支护
顶板暂时支护采用DM300四臂锚杆机暂时支撑；开采侧帮部暂时支护采用是玻璃钢锚杆和阻燃塑料网片联合支护，间排距为1000mm×1000mm。
3.2.1.2 永久支护
采用锚网、锚索支护。
3.2.2 支护参数设计
xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽及xxxx综采工作面切眼顶、帮部锚杆支护间排距均为1000×1000mm，联系巷及调车硐室顶、帮锚杆间排距为800×800mm；锚索支护均采用沿中心线“二、二”布置，间排距为×mm，巷道贯通点加强支护（增长2根锚索支护，详细见附图4）。顶、帮锚杆每根均用1节MSK23/60型树脂锚固剂，锚固长度600mm；锚索每根用3节MSK23/60型树脂锚固剂，锚固长度1800mm。xxxx工作面巷道顶部及非开采侧帮部锚杆支护均采用φ20×2250mmⅡ级左旋螺纹钢锚杆,配合φ6.5mm金属网进行支护，网格大小为120×120mm；xxxx胶、辅运顺槽及切眼及联系巷和调车硐室顶部锚索支护采用φ15.24 ×7300mm钢绞线锚索，配合300×300×14mm钢托盘进行支护；xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽帮部支护回采侧均采用型号MGSL20/20F，规格为φ20×mm玻璃钢锚杆配合塑料网进行支护。
附：图4 xxxx胶运顺槽支护设计断面图
图5 xxxx辅运顺槽支护设计断面图
图6 xxxx综采工作面切眼支护设计断面图
图7 xxxx工作面联系巷及调车硐室支护设计断面图
图8 巷道交叉点支护平面图
3.2.3 校核支护参数
1.锚杆直径校核
直径计算：
d=1.13 =1.13×=12.9mm
式中：d——锚杆直径，mm；
Q——锚杆最低锚固力，取50KN；
——杆体抗拉强度，II级钢取300-500Mpa。
因而，设计φ20mmII级左旋螺纹钢满足支护规定。
2.锚杆支护校核
（1）计算锚杆长度：
顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆加固帮体作用，达到支护效果：
L ≥ L1 +L2 +L3
式中：L——锚杆总长度，m；
L1 ——锚杆外漏长度，取0.1m；
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——锚杆锚入结实稳定岩层深度（顶锚杆取0.7 m，帮锚杆取0.35m）；
普氏免压拱高：
b = [B /2+H tg(45°-ω顶/2)] / f顶
= [8000 /2+3300 ×tg(45°－75°58′ /2)]/4
= 1101mm
煤帮破碎深度：
c = H×tg(45°－75°58′/2) =3300×tg(45°－75°58′/2)
= 406mm
式中：B、H——巷道掘进跨度和高度， B=8m，H=3.3m;
f顶 ——顶板岩石普氏系数，f顶取4；
ω帮 ——两帮围岩似内摩擦角，ω帮取75°58′；
ω帮=arctg(f顶)
根据上述公式计算得出：
顶锚杆长度L顶≥0.1+1.1+0.7
L顶≥1.9m
帮锚杆长度L帮≥0.1+0.4+0.35
L帮≥0.85m
因而设计锚杆长度2250mm满足支护规定。
（2）按单体锚杆悬吊作用计算锚杆间排距：
a= = = 1.13m
式中：a —— 锚杆间距， m；
Q —— 锚杆承载力50 KN；
K —— 安全系数 普通取2；
γ —— 岩体容重 ， 24.5KN/ m3；
L2 ——普氏免压拱高度，0.8m。
依照以上计算，顶锚采用2.25m螺纹钢锚杆，非回采侧帮锚采用2.25m螺纹钢锚杆，回采侧帮锚采用1.8m玻璃钢锚杆以及间排距均能满足设计规定。
3.锚索长度校核
锚索长度校核，应满足：

=1.42+2+0.064+0.25
=3.734m
式中——锚索总长度，m；
——锚索进一步到较稳定岩层锚固长度，m；

= 1.42m
其中：
——安全系数，取2；
——锚索直径，15.24mm；
——锚索抗拉强度，1860N/㎜2；
——锚索与锚固剂粘合强度，10N/㎜2；
——需要悬吊不稳定岩层厚度，2m；
——托板及锚具厚度，=0.014+0.05=0.064m；
——外露张拉长度，依照验收规范最大取0.25m；
设计锚索长度为7300mm，不不大于计算值，满足设计规定。
4.悬吊理论校核锚索间排距：
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ15.24×7300mm钢绞线锚索，将锚杆加固“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中。
按悬吊理论，校核锚索间排距，按最严重整体冒落方式考虑，即冒落高度不不大于锚杆长度，在忽视岩体粘结力和内摩擦力条件下，取垂直方向力平衡，可用下式计算锚索间距：

式中
d ——锚索间距；
B ——巷道最大冒落宽度，按最严重，取5.6m；
H ——巷道冒落高度，按最严重，取2.2m；
P ——锚索极限承载力，取26T；
r ——岩体容重，2.5T/m3；
a ——锚杆排距，1.0m；
Q ——锚杆锚固力，5T；
θ——顶锚杆与巷道顶板夹角，90°；
n ——每排锚索根数，取2。
=2.01m
因此，锚索间距d=mm，实际锚索间距为2m，满足巷道设计规定。
3.3 支护工艺设计
3.3.1 支护顺序：
安全检查→准备工作→掘进→敲帮问顶→锚杆+钢筋网片支护→检查工程质量。
3.3.2 支护办法
采用CMM4-25型（四臂）锚杆钻车进行打眼和锚杆安装工作。
3.3.2.1施工办法如下：巷道顶板在截割完毕后及时用CMM4-25型锚杆钻车进行施工，锚索依照设计施工。 锚杆（锚索）施工工序和工艺过程如下：挂网联网→定眼位→钻（锚杆、锚索）眼→装填树脂药卷→安装锚杆（锚索）→紧固锚杆（锚索）。
3.3.2.2钻（锚杆、锚索）眼：钻眼机具采用CMM4-25型/CMM6-25型锚杆锚索钻车，钻杆均采用中空六角钢钻杆，钻头采用D27㎜钻头。打眼前根据激光中心线，依照设计锚杆间、排距，在预定位置打好钻眼，退出钻杆。
3.3.2.3挂网联网：首巷道宽度将两张网片链接可靠，然后与工作面最后一排网片隔空三花眼绑扎可靠，最后用锚杆机前托梁将网片紧贴顶板。
3.3.2.4装填树脂药卷安装锚杆（锚索）：先把搅拌杆安在钻臂上，再给打好眼孔内装入树脂卷，用已上好托板和螺母锚杆将树脂顶入锚杆眼内，将锚杆尾部套在搅拌杆上，慢慢升钻臂把锚杆同药卷送入孔底，并捅破药卷搅拌，搅拌时间应符合树脂使用阐明所规定期间（普通应为15秒），使托板紧贴顶板并关机,停留约40～60秒后，移下钻臂，搅拌杆。
3.3.2.5待所打锚杆树脂达到终凝时间后，旋转锚杆机钻臂将锚杆固定销子剪断并紧固，达到设计扭矩值100N·m，锚固力≥50KN。
3.3.3 遇地质构造时另行补充安全技术办法。
3.4 工程质量验收原则
施工工程质量严格按照《煤矿安全质量原则化基本规定及评分办法（试行）》执行，详细规定见质量原则化锚杆（索）喷浆支护巷道工程质量检查评估表。
3.5 矿压观测设计
井下掘进巷道采用GMY40/40锚杆应力传感器与CFBH(0—40T)锚杆应力传感头组套进行支护质量监测；采用CUD800顶板离层传感器进行顶板动态监测；对寻常支护锚杆进行扭矩和拉力监测，对寻常支护锚索进行拉力监测。
矿压观测内容、目及手段见表5。
表5： 矿压观测内容、目及手段
序号
观测内容
观测目
测试手段
1
顶板离层
监测顶板稳定性
顶板离层监测仪
2
锚杆扭矩
检查锚杆安装质量
扭矩扳手
3
锚杆拉力
检查锚杆支护强度
锚杆拉力计
锚杆应力传感器
4
锚索拉力
检查锚索支护强度
锚索张拉仪
3.5.1顶板离层仪及应力传感器锚杆在巷道掘进过程中每隔100米处安装一组，最后在贯通位置安设一组。离层观测仪每7天观测一次，并记录。
3.5.2验收员、技术员及跟班队长及时做好锚杆、锚索检查。详细为：验收员逐排检查，并记入台帐考核班组。每300根锚杆取一组，每组不低于3根，做拉拔实验，并记录锚杆抽查状况和拉拔实验状况。检查内容及检查密度见下表：
表6 锚杆、锚索抽查内容及抽查密度
检查人
项目
检查内容
抽查密度
批量（根/根）
验收员
锚杆
间排距、外露长度、扭矩
逐根
锚索
间排距、外露长度、初涨力
逐根
技术员
锚杆
间排距、外露长度、扭矩、拉力
3/300
锚索
间排距、外露长度、初涨力、终拉力
抽查（5/100）
4. 施工办法及工艺设计
4.1 施工办法
采用持续采煤机进行掘进，重要流程为胶运掘进（支护）同步辅运支护（掘进）。其工艺流程为选用一台12CM15-10D型持续采煤机来完毕割煤、装煤和清煤工序，一台PM2110C-20A-1型梭车将持续采煤机采出煤转运至破碎机，一台PZL460/150履带式转载破碎机完毕煤破碎与转载工作，破碎机运出煤通过DSJ80/40/2*75/型伸缩带式输送机运出。用一台CMM4-25型（前车四臂）锚杆钻车完毕顶锚杆定位、打眼、安装、紧固工作，采用一台CMM6-25型（前车六臂）锚杆钻车完毕锚索支护，及某些顶锚、帮锚支护工作。人员、材料和设备运送通过矿用防爆型无轨胶轮车来完毕。
4.1.1 切槽：持续采煤机在每次掘进巷道前，司机将采煤机调节到巷道迈进方向左侧，并依照生产技术部地测组所放激光线拟定位置，开始向正前方煤壁逐渐切割，直至截入深度达5m（1个循环），这一工序称为切槽工序。
4.1.2 采垛：完毕切槽，然后退出连采机，调节连采机到巷道右侧，仍依照生产技术部地测组所放激光线拟定位置，开始扫帮，这一工序称为采垛工序。
4.1.3 施工方式：xxxx胶、辅运顺槽及切眼、切眼及联系巷严格按照生产技术部地测组所给定中线掘进，一方面以中线掘出（宽×高：3.3m×3.3m）切槽断面，再以采垛形式扩帮完毕巷道成型。沿煤层顶底板掘进。
4.1.4 截割方式：持续采煤机截割时，一方面将采煤机截割头调节至巷道顶板，将截割头从顶板留300 mm进刀，由上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，煤机稍向后退，割完底煤,使巷道底板平整，然后抬高截割头扫顶，接着进行下一刀割煤，采煤机完毕从顶板至底板再到顶板这一过程就称一种截割循环。
4.1.5 装煤工序及规定：在正常作业中，持续采煤机完毕落煤后，梭车必要靠左帮行驶至采煤机后，煤机机尾摆在左侧梭车受料槽中间，采煤机司机启动采煤机自带转载机完毕自动装煤。
4.1.6 清煤工序及规定：在一种掘进循环完毕后来，打锚杆之前，用连采机清理巷道浮煤。
4.1.7 当持续采煤机清理竣工作面浮煤后退出连采机，进入另一种掘进工作面进行掘进，锚杆机调到刚才截割完毕巷道处由外向里进行支护；锚杆支护完毕后将锚杆机调机到倒车硐室，准备另一种掘进工作面进行支护，循环作业。
4.1.8 锚杆支护工序及规定：当持续采煤机掘进过程中，锚杆机司机将锚杆、树脂、网片等支护材料运至锚杆机上并做好调机准备；持续采煤机和锚杆机交替作业，掘进和支护依次进行。
4.1.9 最大、最小空顶距：依照连采机设备驾驶室位置拟定，最大空顶距不超过6.5m，最小空顶距为1.5m。遇到地质构造带，顶板条件不好时，循环进尺缩小，并补充安全技术办法。
4.1.10 装载：由连采机自带耙爪进行装载。
4.1.11 运送：用梭车将煤运至皮带机尾破碎机，然后通过掘进工作面胶带输送机运至一盘区带式输送机大巷运送系统。
附：图9-切槽、采垛工序图；图10-持续采煤机割煤工艺流程图
4.2 设备配备及技术特性
4.2.1 12CM15-10D型持续采煤机技术特性
技术特性
重要参数
技术特性
重要参数
采高范畴
2.7-4.6米
生产能力
15-27t/min
外形尺寸
11.05×3.3×2.1m
总功率
628kw
滚筒直径
1120mm
重量
57t
滚筒长
3300mm
电压
1140v
输送机宽
762mm
尾部水平摆角
45°
输送机能力
27t/min
生产厂家
JOY
4.2.2 PM2110C-20A-1型梭车技术特性
技术特性
重要参数
技术特性
重要参数
牵引电机
2×85kw
油泵电机
25kw
外形尺寸
9.32m×3.25m×2.20m
总功率
247kw
装载能力
18t
电压
1140v
服务寿命
≥1.5Mt
厂家
美国菲利普斯
4.2.3 PZL460/150履带式转载破碎机
技术特性
重要参数
技术特性
重要参数
破碎输送能力
460t/h
总功率
150kw
外形尺寸
9.9m×3.75m×2.02m
电压
1140v/660V
容积
6.5M3
重量
28t
破碎级别
最大300mm
厂家
太原煤科院
4.2.4 CMM4-25型（前车）锚杆钻车
技术特性
重要参数
技术特性
重要参数
电机额定转速
1480r/min
装机功率
132kw
外形尺寸
6387×2700×2500mm
电压
1140v/660V
钻臂数量
4臂
厂家
北京景隆
4.2.2 CMM6-25型（前车）锚杆钻车
技术特性
重要参数
技术特性
重要参数
电机额定转速
1480r/min
装机功率
110kw
外形尺寸
5800×2950×2578mm
电压
1140v/660V
钻臂数量
6臂
厂家
北京景隆
4.2.6 DSJ80/40/2*75/型伸缩带式输送机
技术特性
重要参数
技术特性
重要参数
电机额定转速
1480r/min
电机功率
2×75kw
输送能力
400t/h
电压
1140v/660V
输送长度
1100m
转速
1470r/min
带宽
800mm
带速
2m/s
附：图11 xxxx胶、辅运顺槽及切眼机械设备布置图
5. 生产系统设计
5.1 通风系统
5.1.1 通风方式：
该工作面双巷掘进，采用四台（两台备用）FBD№7.1/2×45局部通风机压入式通风。前期即两顺槽掘进进尺1500m之前xxxx胶运顺槽局部通风机设立于西翼辅运大巷，xxxx辅运顺槽局部通风机安设于西翼胶运大巷槽，随着巷道掘进，砌筑xxxx辅运自动过车风门及xxxx胶辅运联行挡风墙，形成全风压局部通风系统，当供风距离接近1500m时，及时挪移两顺槽局部通风机。后期xxxx两顺槽掘进完毕，切眼施工时停止xxxx辅运顺槽局部通风机运转，使用xxxx胶运顺槽局部通风机供风。
联巷掘进使用顺槽1m风筒供风，随联巷掘进及时移入联巷内。工作面掘进通风线路如下：
5.1.1.1进风
初期：进风由安设在西翼辅运大巷局部通风机→xxxx胶运顺槽工作面
进风由安设在西翼胶运大巷局部通风机→xxxx辅运顺槽工作面
中期：进风由安设在xxxx胶运顺槽局部通风机→xxxx胶运顺槽工作面（辅运顺槽工作面）
后期：进风由安设在xxxx胶运顺槽局部通风机→xxxx切眼
5.1.1.2污风
初期：工作面污风→xxxx胶运顺槽（辅运顺槽）→西翼辅运大巷→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面
中期：xxxx胶运工作面污风→xxxx胶辅运顺槽联巷→xxxx辅运顺槽→1313回风绕道→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面
后期： xxxx切眼→xxxx胶辅运顺槽→xxxx胶辅运联巷→xxxx辅运顺槽→1313回风绕道→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面
5.1.2双巷掘进工作面通风设施施工规定
1、双巷掘进面至全风压风流之间未隔绝联巷不得超过2个，新联巷贯通时，及时封闭工作面最外侧联巷。
2、双巷掘进面形成联巷，必要在距联巷按照联行挡风墙设计图纸（见附xxxx工作面巷道掘进通风系统图）规定砌筑设施。
3、封闭联巷不容许有电缆、水管穿过墙体，需要穿过时应从安设风门、变电硐室、设调节窗联巷通过，加装穿墙套管，用黄泥封堵。
附：图9 xxxx工作面巷道掘进通风系统、监测监控图
5.1.3风量计算
按《煤矿安全规程》规定，掘进工作面实际需要风量应按工作面瓦斯、CO2涌出量、作业人员供风量不不大于4 m3/min、掘进巷道最低风速验算四种办法计算并取其最大值。因本次施工采用机械化掘进不消耗炸药，风量计算按工作面最多人数、瓦斯涌出量、CO2涌出量和最低风速来计算，最后按最高风速和有害气体浓度进行校核。
（一）按进入工作面最多人数计算：
八点班交接班时人数最多，交接班按45人计算工作面风量：
Q掘＝4×45＝180m³/min
式中：4—每人每分钟需风量，m³/min。
（二）稀释无轨胶轮车（柴油机车）废气需风量计算
Q稀释=5.44×Nf×Pf×kf
=5.44×3×45×0.5
=367.2m³/min
式中：Q稀释——该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要风量，m3/min；
Nf——该地点矿用防爆柴油机车台数，3台；
Pf——该地点地点矿用防爆柴油机车功率，为45kW；
kf——配风系数，该地点使用3台及以上矿用防爆柴油机车运送，k为0.50；
5.44——每千瓦每分钟应供应最低风量，m3/min。
（三）按CH4（CO2）涌出量计算
按CH4涌出量计算
Q掘1=100q瓦×K掘瓦=100×0.17×1.5= 25.5m3/min
按CO2涌出量计算：
Q掘2=67qco2×K掘co2=67×0.24×1.5= 24.12m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面所需要风量，m3/min；
q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（或CO2）绝对涌出量，依照小纪汗煤矿瓦斯级别鉴定报告，掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0.17 m3/min，二氧化碳为0.24 m3/min；
K—瓦斯涌出不均衡通风系数，瓦斯矿井取1.5；正常生产条件下，持续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量比值，取最大值。没有观测数据时，机掘工作面 K掘通=1.2～2.0。当有其她有害气体时，应依照《煤矿安全规程》规定容许浓度按上式计算原则计算所需风量。
100—掘进工作面回风流中瓦斯浓度不能超过1%换算系数；
67—掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不能超过1.5%换算系数。
(四）按工作面最低风速0.25m/s计算工作面需要最小风量
Q掘＝VS=0.25×60×（5.5×3.3）=272.3 m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面所需要风量，m3/min；
S—巷道断面积，取带式输送机巷断面积，m2；
(五）掘进工作面正压局部通风机吸入风量计算：
Q局＝Ψ×Q掘 　　
Ψ＝1/（1-nLi）
=1/（1-100*0.004）
=1.66
式中：
Q局—掘进工作面局部通风机吸入风量，m3/min；
Q掘—掘进工作面实际需要风量；
Ψ—风筒漏风系数；
Li—1个接头漏风率，罗圈加风筒接口器反边连接时取0.004；
n—风筒接头数，按通风最长距离，取100；
Q局＝Ψ×Q掘
＝1.66×367.2
＝609.55 m3/min
(六）局部通风机吸风处巷道所需过剩风量
Q剩=VS=0.25×60×5.5×3.3=272.3 m3/min
V—按掘进巷道最低风速0.25m/s换算系数；
S—吸风处巷道断面；
（七）移变硐室及充电硐室用风量
Q剩=80×3=240 m3/min
式中：80—每个移变硐室需配风量，单位m3/min；
N—移变硐室与充电硐室数量，按总设计长度5100计算，取3；
(八）吸风处巷道总风量
Q总≥2Q局+ Q剩=2*609.55+272.3+240=1731.4 m3/min
综上所述，巷道所需风量最小为367.2 m3/min。
（九）掘进工作面风量验算
Q=367.2 m3/min≤240×S掘
=4356m3/min符合规定。
式中：
240—按掘进工作面最高风速4m/s换算系数；
S掘—掘进工作面断面积；
5.1.3.1风机及风筒选型
局部通风机选型应依照风机工作风量和工作风压。
（一）局部通风机工作风量：
Q局＝ψ×Q掘＝734.4m3/min
式中：Q掘——掘进工作面需要风量，367.2 m3/min；
ψ——风筒漏风备用系数，ψ=1/（1-nLi）=1/(1-100*0.005) =2
n——风筒接头数，按通风最长距离；
Li——1个接头漏风率，插接时取0.01～0.02，罗圈反边连接时取0.005；
（二）局部通风机工作风压：
h局=R×Q局×Q掘
=2/100×1500×734.4/60×367.2/60
=2247.3 Pa
式中：h局——局部通风机工作风压，Pa；
R——风筒总风阻，N·S2·m-8 ；
R=R100/100×L
R100——风筒百米风阻，依照煤炭行业原则MT164-1995，1000mm风筒取最大容许值2N·S2·m-8；
L——风筒长度,10m。
依照Q局和h局选取适当局部通风机及配套风筒。风筒选型必要遵循下述原则：必要采用抗静电、阻燃风筒；矿井所有掘进工作面至少选用∮800mm风筒供风；供风距离超过500m掘进工作面选用∮1000mm风筒供风。因而，考虑到xxxx胶运顺槽、辅运顺槽实际状况选用∮1000mm风筒供风。
（三）风筒出口距工作面距离
风筒出风口到达风流射出最远距离，称为局部通风机风流有效射程，依照风流有效射程拟定风筒滞