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2、风下山掘进作业规程副本 3 54 山西灵石昕益致富煤业有限公司 一采区回风下山掘进作业规程 1 目 录 第一章 概 况 3 第一节 编写依据 3 第二节 概 述 3挨桃踊惟侮扼跪而寝岔淹纤家妙箍傍瘴勿杜疗翻茎坟提丑谴学沼汉嘎嚣焉胃砧晨未高蠕存哄徐兔晚丑贫酋阀枪圾圾竖情磁装恋裂姿毗肝铁鼎蛤腕悲猜帘吕绸跟豪痒晾熄逾馁表箍腺弯狈绢畅瞎策泪瞎姑捶闰草拙赏价债仆次寓住辛朴狈伙嘘邱酚罪势海粉伟荐带平镜楷阑加孺彪室暴闸姆严矽谐婆宫得貉撩篓粹片弦啄指刀蜘量买滤嫉跳枷冗寞赤闰屿虽潭杖箍骸单争闭英硝棕屑岳禹端泉粉舒斗捏酌
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5、灾畜仟肇担襄超鸭帜将齿癌海夯摇女锗 山西灵石昕益致富煤业有限公司 一采区回风下山掘进作业规程副本 3 54 山西灵石昕益致富煤业有限公司 一采区回风下山掘进作业规程 1 目 录 第一章 概 况 3 第一节 编写依据 3 第二节 概 述 3龙厕例埂龚御阔稻猛搁夜其日堰铜幂锨属辜致药盔房券翟魔园胁苛豺敦猾歉盯凉炒尿躁臆幕粥牟壬疼任敏供负谢晋蹲腆陆纽海艰虚晕博茂乓历纬稚瘦渍恢茨蛰途舆咀舵蔡蜂搞铣垒堕锤浆口卞赂视湃静候讹希敌胡梁些堤副磐骤鸿攀喉宪冯劫赵每砖达
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7、诫彬楚渡襄荒碴延续逸箍屎蛮巧忍饰贱毁磺拎监甘嗡腊疽旺昂娶磋刊梨欣搽畅酶蛊貌街捶模娜敞啼茫净糜盎鹤因葵究诗涣马栅芋姑升叔壤讥痛毋看早谈以什嘻夏亨尘抠晦珊袁亥士峭截止硬杰贬趟光辗耻稚携厘戚沿组涌然瘸俐熙卒琴粘倍发郑警食贩谈炬傻吓邀虫血谣力庆下融例荫 目 录 第一章 概 况 3 第一节 编写依据 3 第二节 概 述 3 第二章 地面位置及地质情况 4 第一节 地面相对位置及井下采空情况 4 第二节 地质情况 5 第三节 煤岩层赋存特征 5 第四节 水文地质 7 第三章 巷道布置及支护说明 8 第一节
8、 巷道用途及开口位置 8 第二节 一采区回风下山断面、支护方式 9 第三节 矿压观测 9 第四节 支护工艺 9 第四章 施工工艺 15 第一节 施工方法 15 第三节 设备配备表 18 第四节 运输方式及运输管理 19 第五节 综掘说明书 20 第五章 生产系统 21 第一节 通 风 21 第二节 瓦斯防治 23 第三节 综合防尘 24 第四节 防灭火 25 第五节 安全监控 25 第六节 供 电 26 第七节 供水、排水 26 第八节 运 输 26
9、第九节 照明、通迅和信号 27 第十节 压风系统 27 第六章 机电管理 28 第一节 设备管理 28 第二节 供电系统 29 第三节 机电管理与措施 29 第七章 劳动组织与主要技术经济指标 31 第一节 劳动组织 31 第二节 主要技术经济指标表 37 第八章 安全技术措施 38 第一节 一通三防 38 第二节 顶板管理 41 第三节 临时支护 42 第四节 爆 破 43 第五节 防治水 46 第六节 机 电 48 第七节 扒装机、喷浆罐 50 第八节
10、 运输管理 51 第九节 副斜井绞车 53 第十节 空气压缩机 55 第十一节 凿岩机 57 第十二节 灾害应急措施及避灾路线 58 第十二节 其 它 59 第一章 概 况 第一节 编写依据 一、山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发［2009］64号《关于晋中市灵石县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》 二、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》 三、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合项目初步
11、设计》 四、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合安全专篇》 五、《山西灵石昕益致富煤业有限公司兼并重组整合施工设计一采区回风下山施工图图号S1012-170-01-02 六、《煤矿安全规程》、《煤矿各工种技术操作规程》、《煤矿作业规程编制指南》 七、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010 八、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010 九、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94 第二节 概 述 一、工程名称： 山西灵石昕益致富煤业有限公司一采区回风下山掘进工程。 二、用途： 一采区工作面回风、行人。 三、服务年限：约5年
12、 四、巷道长度：全长518m(平距)，沿9#煤顶板掘进。 掘进范围内情况：位于主斜井井筒的东南侧，通过回风联络巷与一采区轨道下山相连，与轨道下山平行布置。 第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及井下采空情况 一采区回风下山地面位置为山西省晋中市灵石县静升镇致富沟，井田中部，全长平距518m，为半煤岩巷道。。 1-1断面为矩形，锚网喷支护，净宽×净高=4.5×2.2m，锚杆规格为φ18×2000mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距1200×1000mm，喷厚150mm，喷射C20砼。 附表：井上下对照关系表 水平 +655.08m 工程名称 一采区回风
13、下山 地面标高 +837.208m 井下标高 +655.08m 地面的相对位置建筑物、小井及其它 相对地面上没有建筑物。其西面方向为主斜井工业广场，建有联合建筑、水池、职工宿舍楼等。 井下相对位置对掘进巷道的影响 与掘进巷道相邻为主副斜井、井底车场、煤仓、水仓、回风大巷、消防材料库、一采区轨道下山等开拓巷道。对本掘进工作面无影响。 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 巷道临近均为开拓巷道，相距较远，对本掘进工作面无影响 第二节 地质情况 本区煤岩层多属缓倾斜，一般倾角在3°～14°左右，在较大断层附近，因受牵引，倾角变大。在断层附近，煤层有受挤揉现象。可能会揭露落
14、差在１～６m之间的小断层。巷道掘进时有淋头水，水量较大。 第三节 煤岩层赋存特征 一、概况 6#煤层顶板为砂质泥岩，6#煤厚平均1.56米，其下依次为灰黑色泥岩(2.64m)、6#下煤（0.21m）、灰色泥岩（7.63m）、浅灰色K4石灰岩（4.74m）、灰黑色泥岩（2.02m）、7#煤（0.51m）、灰黑色泥岩（0.5m）、灰白色中粒砂岩（1.65m）、灰黑色泥岩（3.87m）、深灰色K3石灰岩（4.63m）、8#煤（0.24m）、黑色页岩（1.93m）、灰色砂岩（1.78m）、深灰色砂质泥岩（5.13m）、灰色K2石灰岩（5.09m）、9#煤（1.09m）、砂质泥岩（3.85m
15、10#煤（4.14m）、黑色泥岩（1.36m）、11#煤（0.47m）、砂质泥岩（2.8m）、11#下煤（0.3m）、灰白色砂岩（1.5m）、黑色泥岩（1.5m）、L2石灰岩（0.5m）、灰白色砂岩（2.5m）、L1石灰岩（1.5m）、铝土泥岩（4.0m）、山西式铁矿层（4.94m）、石灰岩（64m）。 预计瓦斯涌出量不大，无瓦斯突出现象，地温属正常。2#、6#、9#、10#煤尘均具有爆炸性，4#、6#、9#、10#煤层自燃倾向性为自燃，等级Ⅱ级，2#煤层自燃倾向性为容易自燃，等级Ⅰ级。 区域内无火成岩侵入及褶曲。 二、煤（岩）层产状、厚度、结构、层间距 主要在K2石灰岩与9#煤层
16、间施工。根据以往资料，巷道所经煤体为实体煤层。 9号煤层位于太原组下段上部，煤层顶板为K2石灰岩，底板为砂质泥岩。为全区稳定可采煤层。下距10号煤层平均3.85m，下距奥陶系峰峰组石灰岩平均29.36m。 煤层特征情况表 项 目 单 位 指 标 备 注 煤层厚度 m 1.09 煤层倾角 度 0－14 煤层硬度 f 1.5 煤层层理 发育程度 中等发育 煤层节理 发育程度 中等发育 自然发火期 8 Ⅱ 绝对瓦斯量 m3/min 0.98 煤尘爆炸指数 17.44 9#煤层顶底板
17、情况表 顶、底板名称 岩石名称 厚度/m 特征 直接顶 K2石灰岩 5.09m 灰色，致密坚硬，节理发育含动物化石。喀斯特发育，含燧石结核或成层状。 伪顶 直接底 泥岩 3.85m 灰色，偶为页岩，风化呈褐色。 煤、岩柱状图附后。 第四节 水文地质 一、地表径流 汾河支流静升河从井田南部外侧流过。井田范围内没有大的地表水体。井田内发育冲沟，各沟谷基本常年无水，仅在雨季汇聚短暂性洪流，属季节性沟谷河流。 本矿井工业场地位于井田西南部。矿井工业场地位于苏溪村致富沟中，主、副斜井位于该沟谷东侧。据调查,工业场地位于最高洪水位线以上，工业场
18、地内主、副井口及主要建筑标高位于场区沟底标高10m以上，工业场地整平坡度在5‰-20‰之间，地面径流排水线路短捷顺畅，故雨季地表径流不会对工业场地井口及井下安全造成威胁。在冲沟没有堵塞、能够正常泄洪的条件下，洪水一般不会对工业场地及井口造成威胁。 二、井田内地表水体对通道掘进的影响 井田外汾河及其支流静升河距井田较远，河水对矿井开采没有影响。原致富煤矿与原南浦煤矿矿井工业场地内建筑物及井口标高均高于沟底10m以上，故雨季沟谷汇集的洪水对矿井工业场地一般没有威胁。 三、一采区回风下山掘进过程中的水害因素 一采区回风下山在掘进过程中，会有2#、4#、6#煤层裂隙水及K2石灰岩岩溶裂隙水。在
19、掘进过程中要严格按照“有掘必探，先探后掘”的方针施工，施工时要严格按照矿方制定的探放水设计,探放水措施作业。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道用途及开口位置 巷道用途为服务一采区工作面回风、行人。 巷道长度：全长平距518m（平距），为半煤岩巷道，沿9#煤顶板掘进。 一采区回风下山回风联络巷从一采区轨道下山变坡点以下50m处开口，以方位角39°16′05″向前沿9#煤顶板掘进33.25m（平距），到达4#交岔点。再沿9#煤顶板以方位角309°16′05″掘进53.9m（平距），到达3#交岔点。然后从4#交岔点再以方位角129°16′05″沿9#煤顶板掘进464.1
20、m（平距），到达设计位置。 回风联络巷开口及施工巷道采用钻眼爆破法破岩,开口时要先在开口处顶板补打锚杆及锚索5根维护好顶板,并采取开小炮的方式逐步破口掘进,掘开后及时打锚杆挂网初喷护顶。必要时补打锚索，防止冒顶片邦发生。 开口大样图、巷道布置图附后。 第二节 一采区回风下山断面、支护方式 1-1断面为矩形，锚网喷支护，净宽×净高=4.5m×2.2m，锚杆规格φ18×2000mm螺纹钢树脂锚杆，锚杆间排距1200mm×1000mm；喷厚150mm喷射C20砼。 巷道断面图附后。 第三节 矿压观测 沿煤层掘进的巷道顶部、巷道交岔点及顶板破碎带要安设顶板
21、离层仪，随时监测顶板离层量及压力显现情况，如发现顶板离层超过限值，必须采取加强支护的措施。 第四节 支护工艺 一、支护参数 1-1断面长度为518m（平距），为矩形，净宽×净高=4.5m×2.2m，巷道净断面9.9㎡。采用锚网喷支护，喷厚150mm喷射C20砼。采用φ18螺纹钢树脂锚杆，长度2000mm。间排距1200mm×1000mm，每根锚杆用一个CK2360树脂药卷。钢筋网采用φ6mm钢筋焊接而成，规格为3000mm×2100mm，搭接长度为100mm，搭接处每隔300mm用铁丝绑扎一道。 一采区回风下山采用一掘一支护,1-1断面采用掘进机掘进，成型要规整。 掘进中如遇有
22、断层、无炭柱等地质构造时，必须及时汇报，根据情况确定特殊支护方式。 二、支护工序 （一）1-1断面 破岩采用钻眼爆破法施工：爆破采用全断面一次起爆,光面爆破，爆破后成型要规整。爆破后首先对拱部进行铺网、打注锚杆；然后进行墙部打注锚杆挂网。临时支护要紧跟迎头，严禁空顶作业。工作面配备6台YT28气腿式风钻，4台使用，2台备用。,采用铲装机倒装矸石，刮板输送机及胶带运输机运矸，一掘一支为一正规循环，循环进尺1.5m，三八作业制。 掘进施工工序：交接班安全检查→打眼→装药、联线→放炮→通风→验炮→临时支护→打设支柱打安锚杆挂网→出矸→交接班. 在施工过程中，出矸与工作面打眼及打注锚杆可平行
23、作业。 （二）2-2断面 采用EBZ—160型掘进机破煤（岩），采用掘进机按设计要求一次切割成巷，采用刮板输送机、带式输送机运输，一掘一支作业。 三、锚杆支护验证: 1-1断面 （一）、按悬吊理论计算 １.锚杆长度计算; L=KH+L1+L2 L-锚杆长度m H-冒落拱高度m L1-锚杆锚入稳定岩层深度，按经验取0.6m L2-锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m K-安全系数一般取2 H=B/2f=0.29m B-巷道开掘宽度，取3.5m f-岩石坚硬系数，取6 则L=2×0.29+0.6+0.05=1.23m,施工采用2m长锚杆. ２.锚杆间排距计算：
24、 设间排距为a，则 a=Q/KHY Q-锚杆设计锚固力，取70KN H-冒落拱高度,取0.29m Y-被悬吊砂岩重力密度，取19.9KN/M3 K-安全系数，取K=2 a=6.1m 施工时取a=0.8m 通过以上计算得知，巷道顶板锚杆间排距为0.8m可以满足一采区回风下山1-1断面顶板支护要求。 炮前锚杆距工作面距离不大于800mm，炮后最大空顶距不大于2300mm。炮后顶板破碎或有离层顶板时要及时用锚杆前探梁或点柱临时支护顶板，前探梁采用φ108×2.5m钢管制成，每根前探梁用三道锚杆吊环固定。弯道临时支护为锚网及时支护。遇地质构造顶板破碎时，要适当缩短循环进度，并补加锚索
25、制定特殊施工安全技术措施。遇松软岩层时锚杆要采用全长锚固。 四、支护工艺： １.打锚杆眼 (1)打眼工必须按《煤矿安全规程》操作. (2)打眼必须在有支护的顶板下作业，严禁空顶作业。 (3)打眼前先处理浮矸，敲邦问顶后，安设前探梁或打临时锚杆进行临时支护 。 (4)使用型号为MQT-130/2.8气动锚杆机打顶板锚杆固定锚杆。力矩扳手紧固锚杆。 (5)锚杆眼深度与锚杆长度相匹配，眼距为800mm×800 mm，眼位的误差不得超过100mm。 (6)一采区回风下山锚杆规格为φ18mm×2000mm，其中有效锚杆长度1900mm～1950mm，外露长度小于50mm； (7)锚杆必
26、须按规程规定角度打眼,不得顺层面裂缝打眼。 (8)锚杆施工中,由质检人员对锚杆进行抗拔力抽样检查，每300根抽查三根,拉力达到70KN,即可停止拉拔。 (9)施工队组要经常检查巷道施工质量,发现缺锚杆的或拉拔不合格的要及时补打锚杆。 (10)打锚杆眼前首先按中腰线检查巷道断面尺寸,不合格的要及时处理,打眼时要在钻杆上做好钻深标志,按锚杆长度钻眼,打眼时按照由外向里,先顶后邦的原则进行。安检敲邦问顶同样遵循由外向里,先顶后邦的原则。 ２.锚杆的安装： (1)锚杆眼钻好后，先用压风将眼内的积水,岩粉吹净(吹眼时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人).然后用锚杆将一根树脂锚固剂轻轻送
27、入眼底(先检查锚杆孔深度和锚固剂的质量)。 (2)将锚杆套入内丝外六方套搅拌钻杆中，然后开动锚杆机，边搅拌边推进，用力要均匀，直到将锚杆推到孔底为止，搅拌时间20～30秒钟，搅拌后锚杆机要停留10秒，等凝固后取下气动锚杆机。 (3)5～15分钟后上网和托盘，并用力矩扳手检查紧固力，要求紧固扭矩不小于100N·M，外露长度不大于50mm。 ３.锚索的安装 (1)用钻机打眼，眼深不小于6.2m，要打到稳定岩层内。 (2)把锚固剂送入眼内，锚固剂用3个。 (3)先用手将药卷推入眼内,而后用锚索轻轻上顶逐步送入孔底,然后用钻机将锚索边搅边上顶完全送入眼内，将锚固剂搅拌30～45秒。 (4
28、)10分钟左右后，安装好托盘，用张拉千斤顶拉紧锚索。 (5)锚索外露长度≤150～300mm。 ４.挂网： (1)钢筋网使用前必须清除污锈。 (2)钢筋网应与锚杆联结牢固，喷射时钢筋网不得晃动。 (3)使用φ6钢筋网100mm×100mm的网格，规格为3000mm×2100mm，用托盘螺母拧紧固定，托盘规格120mm×120mm×6mm，要求钢筋网与岩面紧贴接顶严密，锚杆外露长度不得大于50mm，钢筋网的搭线接处必须用12#铅丝绑扎，绑扎间距为300mm。 (4)钢筋网与钢筋网的压茬不能小于100mm。 (5)当岩层过软化带、破碎带时，根据条件增加6000mm锚索加强支护。 ５
29、锚网支护质量要求 1>.打锚杆必须严格按照《煤矿安全规程》中的规定，照好中线找好锚杆位置画眼，排间距误差不得超过100mm。 2>.锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°。 3>.锚杆必须带帽并拧紧，螺纹外露长度不大于50mm，托板接顶严密。 4>.锚杆锚固力必须达到70KN以上，不合格必须重新补打。 5>.紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N•M。 6>.损坏的托板及时更换，每班应在托板上用红油漆做好标记。 7>.锚杆紧跟迎头，施工必须做到当班眼当班锚，施工一个锚一个。 8>.要根据施工作业要求，按中、腰线检查巷道断面尺
30、寸，保证巷道断面尺寸符合质量标准。。 五、支护质量要求 １.打注锚杆必须严格按照规程中规定，照好中线找好锚杆位置画眼，排间距误差不得超过±100mm。 ２.锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不小于75°，锚索不小于80°。 ３.锚杆必须戴单帽并拧紧，螺纹外露长度为10-30mm，托片紧贴顶板，一垫一帽紧固有效。 ４.锚杆锚固力必须达到70KN以上，不合格必须重新补打。 ５.每隔100m巷道进行一组锚杆拉力试验，并用红油漆做好标记。 ６.紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于100N·M。 ７.铁托盘贴紧钢网，邦锚杆托板贴紧煤邦。正常情况下锚索外
31、露长度小于或等于150mm～300mm。 ８.施工质量标准 检查项目 质量要求及允许误差/mm 合 格 优 良 保 证 项 目 １.锚杆、锚索、钢筋、水泥、石子、沙等材料的材质规格、品种、结构、强度 符合设计、作业规程及规范规定 ２.锚固剂的材质、配比、规格、强度 符合设计、作业规程及规范规定 基 本 项 目 １.巷道净宽（中线左右） 0～+50 0～+30 ２.巷道净高（中线左右） 0～+50 0～+30 ３.锚固力（锚杆） 最低值不小于设计值的90% 最低值符合设计值 ４.锚索预紧力 最低值不小于设计值
32、的90% 最低值符合设计值 ５.锚杆、锚索施工质量 安装牢固、托板紧贴煤岩壁无松动 完全符合设计标准 ６.铺网安装质量 符合作业规程规定 ７.混凝土厚度 ≥-30mm ≥-15mm 允 许 偏 差 项 目 检查项目 允许误差 １.锚杆间、排距/mm -100～+100 ２.锚杆、锚索孔深/mm 0～+50 ３.锚杆角度/（度） 符合设计要求，≥75 ４.锚杆外露长度/mm 露出托板≤50 ５.锚索预留长度/mm +150～+300 ６.锚索间排距/mm -100～+100 ７.表面平整度/mm ≤10 ８.混凝土保护层厚度/mm
33、 ±10 9、接茬/mm ≤15 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、1-1断面钻爆法掘进施工工艺流程为： 开工前安全检查→打眼→装药→联线→起爆→临时支护→打安顶锚杆安设金属网→出矸→打安邦锚杆挂邦网→交接班。 1、安全检查： 每班开工前，由班组长、瓦检员及安监员进行“三位一体”的安全检查，对所有工作地点的顶板、巷邦支护、通风设备、工具都必须进行检查，发现隐患立即处理并汇报，确认安全后方可开工。 2、打眼 打眼采用YT28气腿式凿岩机钻孔，眼位严格按照炮眼布置图进行，采用光面爆破，周边眼间距为250～500mm，如果眼距超过500mm时，在两周
34、边眼中间打一个空眼，提高周边眼的爆破效果，提高巷道成形效果。辅助眼间距、周边眼间距为300～500mm。掏槽眼采用斜眼掏槽。详见炮眼布置图。 3、装药 装药结构：采用正向连续装药，炸药使用煤矿许可3号煤矿许用抗水炸药，药卷直径Ф35 mm，雷管使用I—V段煤矿许用毫秒延期电雷管。封眼采用黄土炮泥封堵，封泥长度不得小于0.5米。一采区回风下山1-1断面炸药消耗量为9.1kg/m，雷管消耗量为38个/m。 4、联线、起爆 联线采用大串联。起爆使用MFB-150发炮器起爆。严格按照放炮操作规程作业。 炮眼布置图及爆破图表附后。 一采区回风下山1-1断面预
35、期爆破效果表 名称 单位 数量 名称 单位 数量 炮眼利用率 % 93.75 炮眼总长度 m 92.0 循环进尺 m 1.5 每米巷道炸药消耗量 Kg/m 9.1 炸药消耗 Kg/m3 1.52 每米巷道雷管消耗量 个/m 38 雷管消耗 个/m3 6.35 二、2-2断面掘进机掘进施工工艺流程为： 安全检查→标定中腰线→综掘机切割→出煤（矸）→支护 1、安全检查： 每班开工前，由班组长、瓦检员及安监员进行“三位一体”的安全检查，对所有工作地点的顶板、巷邦支护、通风设备、工具都必须进行检查，发现隐患立即处
36、理并汇报，确认安全后方可开工。 根据中线或激光指向仪所指的中线位置在迎头标定中点，根据腰线所指位置标定腰线。 切割分上下两半部分切割，先割上半部分煤后割下半部分岩石。 煤部切割完后，关闭行走电机，让装载耙爪与刮板输送机工作，运走割下的煤。然后切割岩石，切割完成后，运走割下的岩石。 每切割两刀，每刀0.6m，打一排柱子。柱腿子要打在实底上，支稳支实，柱顶戴帽顶实顶板，初撑力达到要求。 三、管线、风筒的铺设： 静压水管、排水管、压风管铺设在巷道的右手邦。电话线、监控线、信 号线、电缆依次用电缆钩挂在巷的另一邦上，要求每3米吊挂一组, 风筒吊在上面，逢环必挂，风筒末端距工作面岩石巷道不
37、大于10米，煤巷不大于5m。均从一采区上部车场接入。局扇安装在撒煤清理巷内，用锚杆钢丝绳固定在巷邦上或安装在台架上。 管线及轨道敷设方式表 序号 名称 规格型号 单位 数量 吊挂方式 距工作面距离 备注 1 静压水管 2寸管 米 45米 临时吊挂 小于40米 随工作面延接 2 压风管 4寸管 米 45米 临时吊挂 小于40米 3 排水管 2寸管 米 45米 临时吊挂 小于40米 4 电缆 50m2 米 45米 临时吊挂 小于40米 5 电缆 70m2 米 45米 临时吊挂 小于40米
38、 6 信号线 2.5m2 米 45米 临时吊挂 小于40米 第三节 设备配备表 设备配备表 序号 设备 型号规格 功率 单位 数量 备注 1 掘进机 EBZ-160 160KW 台 1 2 气腿式风动凿岩机 YT28 10kw 台 6 3 调度绞车 JD-11.4 部 若干 4 探水钻 ZQJC-150/2.8 台 1 5 矿车 0.7m3 辆 10 1吨 6 小水泵 7.5kw 台 2 7 刮板输送机 SGB-620/40 部 2
39、 8 带式输送机 DSJ-650 部 1 9 局部通风机 FBD-№6-2×15 2×15 kw 台 2 备用一台 10 电话 台 2 备用一台 11 水泵 11 kw 台 2 根据需要 12 风泵 台 2 根据需要 13 风煤钻 1.2 kw 台 2 14 照明综保 ZBZ-4.0 2.5 kva 台 1 备用一台 15 控制开关 QBZ200D 台 1 16 馈电开关 QBZ80D 台 3 QBZ120D 台 1 BKD
40、Z120D 台 1 17 激光指向仪 YBJ-800 台 1 18 力矩扳手 件 3 19 钻杆打眼机 MQT-130/2.8 2.8kw 台 2 20 锚索液压涨紧装置 120 台 2 21 混凝土喷射机 PZ-5(B) 5.5 kw 台 1 第四节 运输方式及运输管理 一、 矸石的装、转、运方式 工作面→刮板输送机→一采区上部车场刮板输送机→井底车场刮板机→回风顺槽绕道皮带输送机→上仓胶带巷皮带输送机→煤仓→主斜井胶带运输机→地面。 二、材料、设
41、备的运输方式 材料、设备经地面装入矿车经副斜井、井底车场、一采区上部车场至工作面 运输路线为： 地面→副斜井→井底车场→一采区上部车场→工作面。 三、运输管理规定及措施 １.斜井运输必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，运输前在坡上、下及能够进入运输范围内设好专人警戒，警戒人员必须站在躲避硐内安全地点，避开跑车后可能波及的范围及绞车钢丝绳波及范围。 ２.挂车数量严格执行绞车操作规程规定，严禁超挂车辆和放飞车，严禁无措施拉运超重超高超宽超长物料。 ３.正确使用“一坡三挡”设施和保险绳。 ４.信号规定 绞车信号：一声停、二声上、三声下、四声乱铃为故障。 把钩信号工要严格按
42、本工种操作规程作业,每次发送车前要仔细检查好钩头,钢丝绳,保险绳及矿车间连接情况,确认无问题且井筒内无人员行走后方可发信号走车。 第五节 综掘说明书 一、掘进机主要技术参数 EBZ—160型掘进机技术参数 外型尺寸（m） 9.44×2.9×1.65 重 量 45t 切割头转速 46r/min 最大切割宽度 5.5m 总 功 率 160kW 适应巷道坡度 ±16° 最大切割高度 4.8m 供电电压 660V 生 产 能 力 204m3/h 二、安装作业的标准要求： １．必须严格符合《煤矿安全规程》第71、76、77条及《煤矿矿井机电设备完
43、好标准》和《煤矿机电设备检修质量标准》对综掘机作业的有关规定。 ２．综掘机由施工队安装调试好，经井下试运行合格后方可使用。 三、断面切割顺序： １．巷道切割分上下两半部分切割，先割上半部分煤后割下半部分岩石。首先从工作面顶部进刀使切割臂由左向右、自上向下而移动，截深达600mm以后，机器停止前进。严禁使截割臂处于极限位置。 ２．煤部切割完后，关闭行走电机，让装载耙爪与刮板输送机工作，运走割下的煤。同时使铲板紧贴底板，并落下后稳定器，将综掘机略微抬起。 ３．综掘机切割到位后，使其降低截割臂约250-300mm，接着驱动截臂水平移动。多次重复上述动作，直到完成断面切割。同时让装载耙爪与刮
44、板输送机运完割下的煤。 ４．切割路线图附后。 四、操作维修技术要求 １．司机按规定的切割高度和切割路线切割，严禁随意改变路线或加大循环进尺。 ２．综掘机前后及左右浮煤及时清理干净。 ３．除正常检修外，每切割1个循环（600mm根据掘进机使用说明确定），司机、跟班维护工必须检修1次综掘机，紧固1次切割头螺丝。 五、有关制度 １．班长、司机、机电维护员必须现场交接班，交清接明。 ２．综掘机司机必须按规定操作，管理好专用工具，严禁丢失。 ３．严格执行工区制定的包机、维修、交接班等各项制度。 ４．当综掘机出现过载、过热等现象时，不得强行运转。 ５．发现问题必须及时处理，不得带病作
45、业。 第五章 生产系统 第一节 通 风 一、通风方式及供风距离 (1)工作面采用FBD№6-2×15KW对旋式局部通风机压入式供风，使用直径φ600mm优质抗静电、阻燃胶质风筒正压供风。 新鲜风流：地面→主斜井→撒煤清理巷→局扇→风筒→工作面。 乏风：一采区回风下山工作面→一采区上部车场→井底车场→副斜井→6#回风立眼→6#回风大巷→回风井→地面。 (2)局部通风机及其启动装置必须安装在距回风口不小于10米的地方，应保证掘进工作面至回风口之间的最低风速岩巷不小于0.15m/s，煤巷不小于0.25m/s。风筒末端距工作面的距离岩巷不大于10米，煤巷不大于5m。要求风筒
46、环环吊挂、迎头风筒不落地。 (3)局部通风机采用三专(专用变压器、专用开关、专用线路)两闭锁(风电、瓦斯电闭锁)供电。局扇要安装消音器及风流净化装置，实现双风机双电源自动切换。 二、掘进工作面风量计算： １.按瓦斯、二氧化碳涌出量计算： Q掘=100qCH4k=100×0.5×2=100(m3/min) Q掘=70qCO2k=70×0.8×2=112(m3/min) 式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min 100—单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1％或二氧化碳浓度不超过1.5％的换算值。 qCH4—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，取0.5。 qCO
47、2—掘进工作面的平均二氧化碳绝对涌出量，取0.8。 k—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，低瓦斯矿井取2.0。 ２.按人数计算： Q=4n=4×30=120(m3/min) 式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min。 4—每人每分钟不低于4 m3/min的配风量。 N—掘进工作面同时工作的最多人数。 ３.按炸药量计算： Q=25A=25×13.65=341.25(m3/min) 式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min。 25—每千克炸药不低于25m3/min的配风量。 A：掘进工作面一次爆破的最大炸药量，Kg。 ４.考虑风筒漏风满足工作面最低风速，
48、风机所必须提供的风量计算： Q掘=V×S×P m3/min 式中：v—巷道允许的最低风速，岩巷取9m/min，煤或半煤岩巷取15 m/min S—巷道断面积，8.98m2 P—局部通风机风量比，为局部通风机风量与工作面风量之比。通过实测确定，也可参考以下值选取：1.19 风筒长度 100 200 300 400 500 600 700 800 900 1000 P 1.08 1.14 1.19 1.25 1.30 1.35 1.39 1.43 1.48 1.52 风筒长度 1200 1400 1600 1800 2000 220
49、0 2400 2600 2800 3000 P 1.60 1.68 1.75 1.82 1.88 1.94 2.00 2.04 2.08 2.10 Q掘=96.18m3/min ５．取最大值Q掘=341.25m³/min。选用FBD-№6-2×15KW局扇两台，一台使用，一台备用。 第二节 瓦斯防治 １.加强瓦斯及其它有害气体的检查，严格执行‘一炮三检’制度，工作面瓦斯浓度达到0.8％时二氧化碳浓度超过1.2％时或一氧化碳浓度超过0.0024％时，都要停止工作，撤出人员。瓦斯浓度达到1％时，应立即切断电源，撤出人员，进行处理。 ２.工作面电机或其
50、开关安设地点附近20m以内风流中的CH4浓度达到1.0％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 ３.工作面体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 ４.对因CH4浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在CH4浓度降到1.0％以下时，方可通电开动。 ５.无论任何原因都不准任何人随意停风，如因检修或停电等原因停风时，必须切断电源,撤出所有人员，查明原因制定措施，进行处理。恢复送电时，必须先检查瓦斯，只有局扇及其开关地点附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5％时，方可人工开启局扇。 ６.临时停工不得停风，否则必须切断电
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