青磁窑煤矿11#层集中回风巷作业规程.pdf
http:/www.mkaq.cn 中国煤矿安全网 http:/www.mkaq.cn 中国煤矿安全网 青磁窑煤矿 11#层集中回风巷作业规程 工作面名称：11#层集中回风巷 总工程师：李银生 生产矿长：刘进权 编 制 人：刘志辉 施工负责人： 李永清 批准日期：2009 年6 月 15 日 执行日期：2009 年7 月 2日 会审单位及人员签字盖章 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制1 总工程师：总工程师：总工程师：总工程师：年年 月月 日日生产矿长：生产矿长：生产矿长：生产矿长：年年 月月 日日 安全矿长：安全矿长：安全矿长：安全矿长：年年 月月 日日采煤副总：采煤副总：采煤副总：采煤副总：年年 月月 日日 机电矿长：机电矿长：机电矿长：机电矿长：年年 月月 日日机电副总机电副总机电副总机电副总年年 月月 日日 调度主任：调度主任： 开拓副总开拓副总：年 月 日 通风副总：通风副总：通风副总：通风副总：年年 月月 日日 地质副总：地质副总： 技术科长技术科长：年 月 日 安全副总：安全副总：安全副总：安全副总：年年 月月 日日 主管主任：主管主任：主管主任：主管主任：年年 月月 日日通风科长：通风科长：通风科长：通风科长：年年 月月 日日 安监科长：安监科长：安监科长：安监科长：年年 月月 日日电器队长：电器队长：电器队长：电器队长：年年 月月 日日 地测科长：地测科长：地测科长：地测科长：年年 月月 日日施工单位：施工单位：施工单位：施工单位：年年 月月 日日 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制2 会审综合意见会审综合意见会审综合意见会审综合意见 年月日 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制3 目录目录目录目录 施工单位：年 月 日. 1 会审综合意见. 2 第一章概况.5 第一节概述. 5 第二节编写依据. 5 第二章第二章第二章第二章地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况.5 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况5 第二节煤（岩）层赋存特征. 5 第三节地质构造. 7 第四节水文地质. 7 第三章巷道布置. 7 第一节巷道布置. 7 第二节矿压观察. 9 第三节支护设计. 9 第三节第三节支护工艺支护工艺. 11 第四章第四章施工工艺施工工艺.12 第一节施工方法. 12 第二节凿岩方式. 13 第三节爆破作业. 15 第五节管线及轨道敷设. 17 第六节设备及工具配备. 17 第五章第五章生产系统生产系统.18 第一节第一节通风通风.18 第二节第二节压风压风.19 第三节瓦斯防治. 20 第四节综合防尘. 20 第五节防灭火. 21 第六节 安全监控. 21 第七节供电. 23 一采区、工作面概况. 23 二选择变压器. 23 第八节 供水、排水. 37 第十节照明、信号、通信. 37 第七节第七节劳动组织与主要技术经济指标劳动组织与主要技术经济指标. 38 第一节劳动组织. 38 第二节循环作业. 38 第七章第七章安全技术措施安全技术措施.39 第一节一通三防. 39 第二节顶板. 42 第三节爆破. 44 第四节防治水. 45 第五节第五节机电机电.45 第六节第六节运输运输.49 第七节其它. 54 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制4 一、一般安全技术措施. 54 二、煤质管理. 54 三、重大危险源及有害因素辩识. 55 第八章第八章灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施及避灾路线.55 第一节第一节避灾原则避灾原则. 55 第二节第二节避灾路线避灾路线. 56 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制5 第一章概况 第一节概述 一、巷道名称 巷道名称为 11#层集中回风巷巷。 二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是为开拓303盘区以及北部所有煤田， 满足303盘区采煤工作面回采时的回风、 运输、行人等需要。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度： 11#层集中回风巷运输巷设计长度 1700 米。 工程量共计:1100 米。 服务年限：4 个月。 四、预计开、竣工时间 经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自 2009 年 7 月份开工，预计 2009 年 11 月份竣 工。 第二节编写依据 一、采区设计说明书及批准时间 采区设计说明书名称为大同煤矿集团大同地煤青磁窑煤矿 11#煤层 303 盘区初步设计说 明书，批准时间为二八年七月。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为 11#层集中回风巷回采工作面掘进地质说明书 ， 批准时间为2008 年 7 月。 三、 煤矿安全规程 、 煤矿安全技术操作规程及集团公司、矿一系列安全生产 文件中的有关规定。 四、现生产采掘情况、实测数据和采掘工程平面图、地形地质图、各生产系统等相关图 纸资料； 五、矿压观测资料，断层附近围岩应力集中。 第二章第二章第二章第二章地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 地待掘巷道地面相对位于其对应地表为张寺窑村北丘陵、农田地带，无建筑物， 地 面标高为 1168.63 米。上伏 7#层 702、703 盘区采空区有少量积水。邻近区域掘进队组较 多，可能对本掘进巷道的风量、风流的畅通造成影响。上伏 7 #层 702 盘区因垂直距离达 76 米，采空区的积水、瓦斯有害气体对本工作面造成的影响较小，局部顶板压力可能会 有所增大。 第二节煤（岩）层赋存特征 1、11#层集中皮带巷所在的 11#煤层赋存较为稳定、平缓，简单结构的近水平煤层。 煤层厚度为 1.652.65 米。煤质硬度为 f23，牌号为 2#弱粘结性煤，煤层层较发育， 节理较发育，容重为 1.3 T / m3，硫份、灰份、磷份都很低，是优质动力用。附煤层特征 情况表 项目单位指标 煤层厚度（最小最大/平均）m（1.65-2.65）/2.15 煤层倾角（最小最大/平均）度（0°-5）/2.5° 煤层硬度f2-3 煤层层理发育程度较发育 煤层节理发育程度较发育 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制6 自燃发火期月6 个月 绝对瓦斯涌出量立方米每分钟1.392 煤尘爆炸指数%31. 93 2、煤层的直接顶为该煤层直接顶为深灰色粉砂岩和细砂岩互层，中间夹有条带状 煤线结构，总厚度约为 0.93 米左右，老顶为灰色中、细砂岩，厚度约 7.7 米左右，底 板为灰色粉、细砂岩，与 7 #煤层相距 76 米。 工作面综合地层柱状图见（图 2） 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制7 3、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 本盘区局部地段瓦斯涌出较大， 煤层瓦斯绝对涌出量为 1.392m 3/min， 相对涌出量为 4.96 m 3/T；CO 2的绝对涌出量为 2.356m 3/min，相对涌出量为 8.39 m3/T。煤尘具有爆炸性， 爆 炸指数 31.98%，自燃发火期为 6 个月 第三节地质构造 11#层集中回风巷所在煤层为侏罗纪大同组煤层，局部为复杂结构煤层，顶底板岩 石特征为：老顶粉砂岩，细砂岩，胶结致密，稳定性好，直接顶是以砂质泥岩与细砂岩 为主，含较多黄铁矿，性较硬。伪顶黑色，较密块状，泥质结构。直接底是黑色，致密 块状，性较硬质纯，具滑感，含少量炭化植物碎屑，老底灰色，石英石长石为主，具微 波状层理。地质构造简单，巷道所在区域坡度变化不大，在该掘进范围内无褶曲，210 米处遇陷落柱，预计巷道西部有一斜交于 11#层集中皮带巷的 断层，落差 1 米左右， 顶 板较破碎。在掘进过程中要注意加强顶板管理。 （现已掘进） 。预计在 1000 米左右处可能有小的断层或陷落柱。 第四节水文地质 工作面水文地质条件相对简单，煤体含水量不大，上覆采空区有少量积水，有淋水 或滴水出现；对掘进巷道有一定影响，因此在掘进过程中要做好防治水工作。 本工作面的正常涌水量为 0.076m3/min，最大涌水量 0.152 m3/min。 第三章第三章巷道布置巷道布置 第一节第一节巷道布置巷道布置 11#层集中回风巷开口位置定于 402 盘区集中轨道巷北侧，11#皮带巷西侧，与 11# 集中皮带巷中至中 20 米，方位角 351 度，巷道断面规格为：宽×高=4.2 米×2.5 米， 煤层变薄时起底掘进，巷高不低于 2.5 米，巷道长一期为 1000 米，二期 2000 米，然后 根据地质情况掘到矿井北部边界，巷道基本为近水平巷道。 巷道辅助工程技术要求: 11#层集中大巷在掘至 40 米处与 11#层集中回风巷打一通风绕道，方位角 90 度， 规 格为：宽×高=3.5 米×2.2 米， 在与本巷道的反方向（方位角 171 度）与 11#层集中回风巷（东西向）打通，宽为 4.2 米，高见顶见底。 巷道设计长度： 11#层集中回风巷运输巷设计长度 1700 米。 工程量共计:1100 米。 附：巷道平面布置图（1:1000） 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制8 11111111 层层 402402402402 盘区回风巷盘区回风巷 11111111 层层 402402402402 盘区轨道航盘区轨道航 11111111 层层 402402402402 盘区皮带巷盘区皮带巷 80201802018020180201 采空区采空区 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制9 第二节第二节第二节第二节矿压观察矿压观察矿压观察矿压观察 1、观测对象：观测所掘巷道的锚杆、锚索支护与巷道围岩相互作用的关系，为确 定支护参数，选择合理支护方式提供依据。 观测内容：观测所掘巷道中锚杆的锚固力，锚索的预紧力以及锚杆、锚索的安装质量。 观测顶板离层监测仪对顶板变形的监测读数。 2、观测方法： 在施工巷道中每 30 米选取一根（或者 100 米选取三根）锚杆，用专门张拉设备做锚固 力试验，观测其锚固力是否在设定值的 90以上，达到就合格；在试验中要有安全防护 措施，试验完毕要挂牌明示。在做试验时锚杆要隔行选取，不能只选取同行同排的。 在施工巷道中每 50 米选取一根锚索进行预紧力张拉测试，观测其预紧力是否在设计值 的 90以上，达到就合格。 在施工巷道中每隔 100 米沿中线安装一个顶板离层监测仪，并派专人对其进行测读和记 录，距工作面 100 米以内的测点每班 5 天观测一次，100 米以外的，每 10 天观测一次。 3、数据处理：把测得的数据列表比较分析，从而推测顶板稳定情况。 4、拉拔仪使用安全措施 a 在使用锚杆拉拔仪进行锚杆锚固力测试时，要首先检查拉拔仪油管、油 量、仪表是否合格、有效。 b、每次使用拉拔仪至少两人协作，一人双手托住拉拔仪锚具，站在锚具侧面，观 察锚杆 c、顶帮变化情况，发现异常停止拉拔，处理后再继续作业。另一人双手压手把， 并随时观察压力表，达到规定数值后，马上停止拉拔。 d、将拉拔后松动的锚杆用扳手重新紧固一遍。 e、拉拔过程中，锚杆拧入套管头的长度不小于 20mm，锚具 5m 范围内不得站其他 人员，防止意外伤人。 第三节支 护设计 依据巷道围岩性质和邻近工作面 矿压资料，采用锚杆、锚索支护作为永 久支护，能极大程度地起到悬吊、组合 梁，加固拱和围岩补强作用，是一种积 极防御的支护方法。故所掘巷道确定采 用锚杆、锚索支护作为永久支护，滑移 式掩护前探钢梁作为临时支护。巷道断 面图见（图 3） 、支护平面图见： 图 4） 、 支护剖面图 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制10 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制11 1、按悬吊理论计算锚杆参数 锚杆长度计算： L=KH+L1+L2， 式中 L锚杆长度； L1锚杆锚入稳定岩层深度一般取 0.3 米；L2锚杆外露长度取 0.15 米，K安全系数取 2；H软岩层厚度取 0.5 米 L2×0.50.30.151.45 米 锚杆直径计算 根据公式 D=1/110L，D 为锚杆直径，L 为锚杆长度， 得：D=1/110×1.45=13mm 2、锚杆间距计算 通常按间距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。D2Q/KHr 式 中：D锚杆间距，Q锚杆锚固力取 5 吨，r被悬吊岩石容重取 2.5 T / m3，K安全 系数取 2，H软岩层厚度取 0. 5 米。代入得：D1.4 米 根据以上理论计算，锚杆长度为 1.45 米，直径为 13mm，间距为 1.4 米，在实际施工中， 选取直径为 18mm，长度为 1.7 米的锚杆，间接 1.2 米。 锚索参数计算 为了加强锚固体的强度，工作面应采用有预应力的锚索来加强支护，用悬 3、3、 吊 理论计算锚索长度： L=L1+L2+L3式中：L1锚索外露长度，取 0.25 米；L2锚索有效长度，即巷道顶板潜 在破坏范围，取 2.5 米；L3锚索锚固长度，取 1.2 米。计算得：L=0.25+2+1.2=3.95 米 在实际施工中，为了提高安全性，锚索长度取 4.5 米，每隔 4 米打一根。 支护布置方式 1）临时支护的布置要求 工作面采用 4.0 米长的 10#槽钢配方形吊环制成的滑移式前探梁作为临时支护，前探梁 固定在与锚杆相连的吊环上，随着工作面的前进及时平行前移到工作面端头，并用刹顶 木、楔子与顶板刹紧；每根探梁配两个方形吊环，每行锚杆使用一根前探梁。 2）永久支护的布置形式 最大与最小控顶距： 锚杆支护距掘进面的最大距离不超过 2.7 米，最小距离不超过 0.3 米，锚索支护距掘进 面的最大距离不超过 5 米。 11#层集中皮带巷锚杆钢带支护， 间距 1.2 米， 排距 1.2 米， 在中线处居中布置一排， 间距 4 米，如果工作面顶板破碎，锚索支护沿中线两侧且对称于巷道中线各布置一行， 呈三花布置，排距 1.4 米，间距 4 米。 在放炮躲避硐、寄槽硐内、临时水仓，各布置两行锚杆，间排距均为 1.2 米。在风 机硐室处锚杆支护呈三、三布置，间距 1.2 米,排距 1.2 米,锚索支护呈居中直线布置， 间 距 2.0 米,排距 4.0 米。 每隔 50 米打一个材料硐或者水仓，水仓规格为 3 米×3 米，起底深为 0.51 米， 如 果涌水量大可设计为 5 米×3 米，起底深为 11.5 米。材料硐规格为 4 米×3 米，支护 间排距均为 1.2 米，交岔点布置一个锚索。 第三节第三节支护工艺支护工艺 1、永久支护的材料、规格、 （1）树脂锚杆：材料为直径 18mm，长度为 1700mm 的普通钢筋。 （2） 钢带长为 4.2 米， 局部采用混凝土托板： 规格为长 600mm、 宽 180mm、 厚 100mm， 中孔直径 20mm。 （3）树脂：型号为 MSK23600，直径 23mm，长度 600mm。 （4）锚索材料：直径为 15.5mm，长度为 4500mm 的钢绞线并配套 250×250×10mm 的钢板和专用锁具。 2、永久支护的工艺要求 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制12 锚杆支护工艺：锚杆支护作业，必须在前探梁掩护下进行，要掌握好眼深尺寸， 锚 杆间距。钻孔钻好后，将树脂药卷用锚杆顶入钻孔内到位后，立即开启钻机边搅拌边顶 入到眼底，搅拌时间约 30 秒，凝固 10 分钟后，将托板单垫片双螺母先后安上，并用专 用力矩扳手把螺母拧紧，预紧力矩不低于 120NM，螺母下锚杆外露长度在 2050mm 之间。每根锚杆使用一卷树脂锚固剂，锚固长度不低于 0.6 米，在较高的地段安混凝土 托板时，要站在高凳上，一人扶凳一人站在凳上安设，还需要一人站在底下用长杠顶住 托板，以防掉下伤人。 锚索支护工艺：在沿巷道中线定好眼位，钻好眼后，开始用锚 索将树脂锚固剂按凝胶速度先快后慢的顺序依次放置到钻孔中，然后开启钻机边搅拌边 顶入到眼底，转速不要太快，以防甩开伤人，搅拌 30 秒停机，等 10 分钟以后，方可将 钢板及专用锁具先后套入锚索末端，然后套上张拉千斤进行张拉，把锚索锚固。当拉力 达到 2123Mpa 以上时，即可取下张拉千斤，锚锁完毕。锚索外露长度在 150250mm 之间，每根锚索使用两卷树脂锚固剂，锚固长度不低于 1.2 米。 3、临时支护材料规格 前探梁为 4.0 米长的 10 槽钢共 2 根，方形吊环使用厚度为 10mm 的钢板做成，共 4 个， 刹顶木规格：长 2.5 米、宽 0.2 米、厚 0.18 米，在特殊地段应视探梁距顶板的距离选用 相应厚度的刹顶木。 4、临时支护工艺要求 工作面每向前掘进一个循环，前探梁就及时前移 2 米到工作面端头，并且方形环必须与 锚杆拧紧，固定牢靠，刹顶木必须用楔子与顶板背紧。实现工作面无控顶作业。 在工作面 200 米以内，要准备 10 根 4 米、20 根 6 米的木料，10 根 4.0M 的工字钢作架 棚，以备特殊地段支护和抢险所需。 5、支护质量要求 锚杆支护距工作面最大距离不超过 3.0 米，锚杆安装要成直线，横成排竖成行，间距误 差不超过±10cm，安装角度大于 75 度，托板紧贴岩面，长边垂直煤壁，当顶板凹凸不 平，有未接触部位必须楔紧，单垫片，双螺母齐全，牢固可靠，螺母下锚杆外露长度在 2050mm 之间，承载力不小于 5 吨（14Mpa） 。对螺母的预紧力矩不低于 120NM。 锚索支护也要成一直线，钢板紧贴岩面，预紧力不小于 8 吨（22Mpa） ，锚索外露长度 在 250300mm 之间。严禁使用露筋托板和失效的树脂锚固剂，严禁混用不同厂家生产 的支护材料。掩护前探梁要紧跟工作面，并按规定刹好顶，打锚杆作业必须在临时支护 掩护下进行。 第四章第四章施工工艺施工工艺 第一节施工方法 11#集中皮带巷采用综掘机掘进。要求按设计尺寸施工，保证成形质量。不得超挖或 欠挖。巷道掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过 200mm。为保证巷道成形质量，掘进机 割煤时应先由左帮开始， 首先用炮头找到煤 层底板， 然后由左帮从下到上一次割出左帮 轮廓，然后顶部由左到右割出顶板轮廓， 右 帮应由上至下割出右帮轮廓， 一定要先按巷 道尺寸将帮顶与中部煤体分离， 并且掘进机 炮头旋转方向应是压煤方向。 如巷道断面较 大，可分两部分割煤，割煤顺序同上。采用 锚杆配合钢带维护顶板，锚索联合支护， 掘 辅助材料硐，探放水施工硐及其它联络横 硐。 掘进机割煤顺序图： 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制13 第二节凿岩方式 采用 EBZ200H 型机组切割。 2、采用水平切割方法，沿底向上往复切割，切割头逆时针旋转，进刀位置一般以 巷道中下部为宜，进刀量不大于 1 米， 1、工艺流程 安全检查延伸煤溜（皮带）割煤（出煤、备料）安监临时支护挂网® 上 钢带® 钻孔、 清孔® 安装树脂药卷和锚杆® 搅拌树脂药卷® 等待 1 分钟左右® 拧紧螺母 安装其它帮锚杆、打设安装顶锚索验收合格后进入下一循环 、安检：对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行检查，无异常后方可开口。 、延伸煤溜（皮带） ：将煤溜延伸至掘进机燕尾处（用掘进机燕尾部挂大链将皮 带机尾拖至工作面，完善插架工作） 。 、割煤：掘进机司机按规定程序启动掘进机，根据巷道设计断面尺寸和进刀图表 进行切割。 、安监：巷道割煤成形后，人员站在安全地点，用专用工具敲帮问顶，及时处理 活煤活矸，确认无问题后，进行下一步工作。 、临时支护：同前。 、打设顶锚杆：用专用工具量取距离后，首先打设中部顶锚杆，然后打设其他顶 锚杆，并联好顶网。 、标定帮锚杆位置：上 W 钢带，打设帮锚杆；正规循环作业时，固定中部顶锚杆 后，打帮、顶锚杆、锚索可平行作业。 、打设锚索：上托盘涨拉锚索至规定要求，锚索紧跟工作面。 、对工程质量进行全面检查，合格后进行下一循环。 2、安装顶锚杆 （1）验收员标定锚杆眼位时，应进入临时支护下，迅速标定眼位，然后撤离，打锚杆 作业时，钻机操作工必须站在永久支护下，正面对煤墙作业，同时由跟班队干、安全员 负责监护顶帮状况，其他人员严禁进入临时支护下。 （2）锚杆孔采用 MQT130 单体风动锚杆机完成。先用 1.2m 的短钻杆，后换 2.4m 的 长钻杆，采用f 30mm 钻头。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢带孔中，然后开 动锚杆机进行钻孔。孔深要求为 2300± 30mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后 下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。 （3）站在工作平台上，放入树脂药卷。锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安 装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷（两支规格为 K2350）的钻孔中，升 起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。 1）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位，锚杆杆体戴上托盘、球型垫、平垫片、让压 管、平垫片、塑料垫片、螺母，利用锚杆和锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把树脂药卷 推入孔内，直到锚杆托盘离顶板 10mm 左右，注意在上推树脂药卷时尽量不要旋转， 严 禁把托盘紧紧压在顶板上。 2） 完成第 2 步后，迅速旋转锚杆搅拌 15-20 秒（旋转搅拌时不要施加上推力） ，然 后顺势上推锚杆使托盘紧贴顶板。 3） 完成搅拌时停止 30-45 秒左右让药卷充分凝固。 4） 上紧螺母：旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力 以最大限度的上紧螺母。 5） 用扭矩放大器或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装应力。 6） 锚杆安装可以总结为：一推（推药卷至钻孔规定位置） ，二转（旋转搅拌药卷）， 三等（等药卷凝固） ，四紧（紧固螺母） 。 在安装过程中要严格按安装步骤。否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象。这样会 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制14 大大影响锚杆支护效果，甚至失效。 3、锚杆安装质量检查标准: 合格的锚杆安装应该满足下列标准: 1) 充填在螺母的树脂阻尼必须全部脱落，否则锚杆无法达到安装载荷。 2) 塑料垫圈必须溶化掉。 3) 锚杆外露长度：螺母以外大于 30mm，且小于 50mm。用扭矩扳手检验，扭矩不能 低于 300Nm。 4、锚索安装 （1）锚索应紧跟掘进工作面安装。 1) 钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）35cm。 2) 钻孔打好后，轻轻将选定的锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。 3) 用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推主钻孔，直至推不动为止。 4) 将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固 剂的同时钻机推力要最大。锚固剂搅拌时间为 2530 秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索 托盘靠近岩面。 5) 锚固剂搅拌完毕后 1520 分钟后，用锚索涨拉器拉紧锚索，锚索预应力要达到 15 吨。 锚索外露长度要控制在 200 mm-300mm 之间. 5、安装帮锚杆 帮锚杆安装过程同顶锚杆，帮锚杆可以滞后工作面一排打设，帮底角锚杆必须滞后工作 面两排打设 6、机组司机安全措施： 1、司机及检修工经安全技术培训，考试合格，持证上岗。 2、司机离开操作台前，必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关，并且将切 割臂放置于底板上否则严禁擅自离开掘进机。 3、掘进机开机前机组司机必须提前 3min 发出信号，提醒工作面到掘进机转载尾的 所有人员注意，只有确认铲板前方、切割臂附近及机组两侧无人时，所有人员远离机组 后 5m 以外，确认安全后，方可开动掘进机。 4、掘进机运行时，掘进机两侧、前方、掘进机后 5m 及掘进机上严禁有人；若确需 人员进入工作面，必须发出信号，经机组司机同意并停机，必须将急停按钮锁死并将隔 离开关手柄旋至“停止”位置，检查完顶、帮，确认安全后人员方可进入。 5、更换截齿与油泵或切割电机尼龙棒时，必须断开掘进机的电气控制回路开关， 将急停按钮锁死并将隔离开关手柄旋至“停止”位置。 6、司机切割前必须照好中线，避免超挖、欠挖，同时了解工作面情况，支护是否 齐全，顶板、煤帮是否完整，瓦斯浓度、洒水情况、机组周围设备等是否符合要求， 否 则严禁开机。 7、切割头未旋转严禁顶着工作面，严禁摆动割臂，以免损坏油缸。 8、机组进行工作之前，必须保证机组稳定放置，并打起前后支撑，严禁只依靠机 组履带进行截割。 9、掘进机停止工作或检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机 上的隔离开关。 10、 司机移动机组或改变掘进的作业方位时， 必须事先提醒机组前后 25m 范围内的 所有人员注意。 11、一旦发现危急情况，必须使用紧急停止按钮立即切断电源；所有人员必须熟知 紧急停止按钮的具体位置。 12、断电之前，必须将切割臂完全放下，置于底板上，将机组摆到对人员最无危险 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制15 的位置上。 13、机组作业期间，严禁进行检修。 14、所有人员严禁在切割臂下通过或停留。 15、在顶板危险的地带和无支护的顶板下，严禁进行检修。 16、掘进机在检修前，班组长及检修工必须对检修位置的顶板与两帮进行全面仔细 的检查，只有确认安全后方可进行检修。 17、工作面大于 300mm 的大块煤、矸，机组司机必须用铲板将其铲至支护齐全有 效的安全地点，用耙爪耙至底板上；必须经过机组司机检查后确认断开掘进机的电气控 制回路开关，按下机组的急停按钮，并在机组司机的监护下方可进行人工破碎。 18、机组的开启与停止必须由机组司机进行操作，其他任何人严禁随意开启或停止 机组；机组司机离开司机席时，必须将急停按钮锁死并将隔离开关手柄旋至“停止” 位 置。 19、检修机组时，必须将机组退至顶板支护齐全完好处进行检修；如机组发生故障 不能行走时，检查完顶、帮，确认安全后方可进行检修，并设专人观察检修位置的顶、 帮情况，发现问题必须撤出检修人员，并用长柄工具进行处理。 第三节爆破作业 本工作面设计开设材料及小水仓硐和探防水施工硐室： 1、巷道掘进如遇积水较大时，在巷道一帮开设小水仓硐。规格为：宽×深=3 米× 4 米，高见顶见底，然后起底深 0.5M。 2、掘进过程中当直线距离大于 75 米时，每往前掘 50 米，在工作面顺槽巷左侧开 一躲避硐，宽 3.0 米、深 4 米，高见顶见底，在硐内打锚杆维护顶板。采用爆破作业. 3、掏槽方式为楔形掏槽。 4、爆破材料：爆破使用 RM-型二级煤矿许用乳化炸药，3221 运输巷 使用药卷规格：35mm-200g/L190mm；毫秒延期电雷管 1-5#，用 MFB-100 型电容式发爆器引爆。 5、装药结构：正向装药结构。 6、爆破方法： 严格按照炮眼布置图和爆破说明书的要求进行打眼、装药、定炮，定 炮严格使用水炮泥，封泥符合煤矿安全规程中要求，一次定炮必须一 次起爆，严禁一次定炮分次起爆。 附：装药结构示意图 ： 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制16 一、打眼放炮 1、掘进打眼采用 MZ-12A 型强力煤电钻，放炮使用 MHB-100 型放炮器启动，炸药使用 3 号抗水矿用铵锑炸药，雷管使用瞬发电雷管进行爆破。工作方式采用三八制，每班三 个循环进度，每循环进度 1.5 米。 2、炮眼布置图及爆破说明书（见图） 3、炮眼充填结构 704 盘区局部地段瓦斯含量较大，装药必须采用正向装药。必须使用水泡泥，并用炮土 封实。 （见装药结构图） 有关正向装药的几点说明：1）炮眼中煤（岩） 粉，杂物必须清理干净，2）炮眼中有水必须加 防水套。3）装药时，药卷的聚能穴朝里。4） 煤眼中的炸药，炮土必须接触严实，但不能用 力捅，以免捅破药卷发生拒爆。5）联炮未放前 雷管的脚线必须扭结成短路。 1、爆破条件 名称单位数量 掘进断面m28.4 煤层坚固性系数f2-3 瓦斯涌出情况m3/min0.86 炮眼数量个17 炮眼深度米1.8 炮眼利用率85% 周边眼与设计轮廓线距离米0.1 循环进度米1.5 炸药种类2#铵锑 雷管种类毫秒延期 装药结构正向装药 2、炮眼布置三视图及正向装药结构示意图（见图 431） 3、爆破说明书 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制17 炮眼 编号 炮眼 名称 眼深 （m） 眼 距 装药量角度 炮土 长度 爆破 顺序 联线 方式 眼 个数 孔装 药量 总装 药量 水平垂直 16掏槽205761Kg6Kg75°80° 0.5 米 串 联 7底眼221Kg2Kg90°80° 8-12腰眼1.8150.8Kg4Kg90°90° 13-17顶眼1.8150.6Kg3 Kg90°85° 第四节装载与运输 煤矸装运使用机组铲板、 星轮将煤耙至刮板输送机上， 经一运刮板输送机到二运转载机， 到跟机皮带运走,再到皮带头小镏,再由小镏运到 11#层主集中皮带。 第五节管线及轨道敷设 一、水管的敷设： 1、防尘供水管路使用 2 寸钢管，每隔 100 米设一阀门，每隔 50 米安设一个三通阀 门。吊挂在巷道一侧，距工作面不大于 20 米。 2、排水管路从巷道临时水仓开始，沿人行道侧煤帮吊挂一趟 2 寸钢管至 402 盘区 水仓。巷内所有管线一律进行吊挂，工作面设计有排水管路、静压水管，静压水管于工 作面的距离不超过 50 米，每四米设置吊钩一个，轨道要求;道木间距不 第六节设备及工具配备 设备及工具配备表 机械名称类别功率数量工具名称单位数量 掘进机EBZ200H339.5KW1铁锹把6 胶带输送机SJD1000/1252×40 KW2大锤把2 通风机 FBD72×30KW2 吊链个2 水泵潜水泵22 KW4专用工具套2 锚杆机MYT1202铁镐把2 开关QBZ6锚杆测力计个2 信号综保BXZ2.5KVA1激光指向仪个1 照明综保BBZ41力矩扳手MCI3 皮带综保KDK72 电话2 张拉千斤顶MM302 刮板输送机SGW401 掘进机总体技术参数表 机械名称单位参数机械名称单位参数 掘进机 KW 339.5掘进断面形状任意 切割电机200/150经济切割煤岩硬度Mpa100/80 油泵电机132爬坡能力度±18 装运电机7.5最大定位截割断面28 高度 m 1.90供电电压V660/1140 长度11.5供水电压Mpa2.53 宽度3.2液压系统额定压力Mpa16 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制18 最大掘进高度4.8截割头最大直径 mm 1050 最大掘进宽度6截割头最大截深1000 最大卧底量0.228掘进机重量T78 铲板宽度3.2 管线敷设方式表 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800mm节逢环必挂不大于 5 m 2水管2×6000根悬吊不小于 20 m 3排水管2×6000根悬吊不小于 20 m 4电缆70mm2m悬吊与电缆车同步 5电缆50mm2m悬吊与电缆车同步 6电话线m悬吊与电缆车同步 7监测线m悬吊与电缆车同步 8信号线m悬吊与电缆车同步 第五章第五章生产系统生产系统 第一节第一节通风通风 一、通风方式：采用压入式， 1、局扇选型及安装地点 选择 FBD-7-2×30KW 的对旋式风机供风。局扇同起动装置必须安设在进风巷中，且距 回风口处距离不小于 10 米；开关上架，局扇要用托架抬高。 2、必须装备双风机双电源及自动切换装置。电源一为通风专用变压器，电源二使 用本工作面电源，正常工作使用专用线路。而且必须使用风电闭锁，闭锁范围所有非本 质型安全设备。 3、风袋采用阻燃式 800cm，采用反边接法，如有破口漏风，应及时修补，损坏严 重的要及时更换，工作面常有一根同规格型号的备用风袋。 风袋要吊挂在巷道上方一侧的顶角处，要做到逢环必挂，缺环必补，挂平挂直，拐弯处 要设弯头。风袋出口距工作面迎头不大于 5 米，迎头风袋不得落地，也不得随意拆开风 袋接头。 二、风量计算 公式依据：同煤集团 2008 版 一通三防管理规定 ， 按瓦斯绝对涌出量计算 Q=100×q×K=100×0.5×2.5=125m3/min； 式中Q 单个工作面需要的风量，m3/ min； Q掘进工作面回风风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/ min； K瓦斯涌出不均衡系数。 按照炸药量计算： Q=25A Q掘进工作面实际需要风量，m3/min A掘进工作面一次爆破的装药量，kg。 Q=25A=25×6=150 m3/min 按工作面同时工作的最多人数计算 Q=4×N=4×30=120m3/min 按局部通风机的实际吸风量计算： Q=Q局I+60×0.25S m3/min 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制19 式中Q工作面实际需要风量，m3/min Q 局 工作面局部通风机的实际吸风量，一级取 210m3/min（2×15 KW） ，二级取 370m3/min（2×15 KW） I工作面同时通风的局部通风机台数，I=1 代入数据得：Q=210×1=210 m3/min 按考虑风筒漏风满足工作面最低风速，风机应必须提供的风量计算： Q=V小SP ， P 为漏风系数，取 P=1.5 Q=V小SP=15×2.5×4.2×1.52=239 m3/min 5、确定工作面风量： 根据以上计算，确定工作面所需风量 370m3/min 风量验算：根据以上计算,取最大值 370 m3/min 来进行验算。 1、按最低风速验算 Q 低15×2.5×4.2157m3/min QQ 低 2、按最高风速验算， Q =V高×SP=240×2.5×4.2=2520m3/minQ 高Q 3、按掘进工作面温度验算，查表得工作面所需风量为 80 m3/min。Q80 m3/min 炸 药 量、 KG 20 温度1675% 校验结果：合格。 回路编号：回路编号：工作面皮带开关工作面皮带开关- - - -机组开关机组开关 电机起动端电压计算： 电机额定电压 e U：1140（V） ；电机额定起动电流 qe I：702（A） ； 电机起动阻抗： qe e q I U Z × = 3 = 1140 3×702 = 0.937577； 起动功率因数cos：0.5；起动功率因数的正玄值sin：0.866； 起动时电机相电阻：cos×= qq ZR0.937577×0.5= 0.468788； 起动时电机相电抗：sin×= qq ZX0.937577×0.866= 0.811942； 变压器相电阻 T R：0.0134；相电抗 T X：0.0904； 低压电缆电阻 1 R：0；电缆电抗 1 X：0； 起动回路总电阻： qT RRRR+= 1 0.0134+0+0.4687880.482188； 起动回路总电抗： qT XXXX+= 1 0.0904+0+0.8119420.902342； 变压器二次侧额定电压 e U2：1.2（KV） ； 变压器空载相电压 2 U：1.2（KV） ； 电机实际起动电流： 22 2 )()(3 +× = XR U Isq 1.2×1000 3× (0.482188)2+(0.902342)2 = 677.18（A） ； 电机实际起动电压： qsqp ZIU××=3 3×677.18×0.937577= 1099.69（V） ； 电机起动端电压百分数： Ue Uq 1099.69 1140 = 96.46 %75% 校验结果：合格。 回路编号：回路编号：集中皮带集中皮带- - - -工作面锚杆机工作面锚杆机 电机起动端电压计算： 电机额定电压 e U：660（V） ；电机额定起动电流 qe I：936（A） ； 大同地煤青磁窑煤矿 综掘二队编制35 电机起动阻抗： qe e q I U Z × = 3 = 660 3×936 = 0.407106； 起动功率因数cos：0.55；起动功率因数的正玄值sin：0.835； 起动时电机相电阻：cos×= qq ZR0.407106×0.55= 0.223908； 起动时电机相电抗：sin×= qq ZX0.407106×0.835= 0.339934； 变压器相电阻 T R：0.0104；相电抗 T X：0.0601； 低压电缆电阻 1 R：0；电缆电抗 1 X：0； 起动回路总电阻： qT RRRR+= 1
