3101掘进工作面基本常识.docx
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3101掘进工作面基本常识
山西煤炭运销集团
三元古韩荆宝煤业有限公司
基本常识
2012年5月16日
一、荆宝煤业生产系统基本常识
1、提升系统
主斜井装备DTL100/20/2×200胶带运输机，电机功率2×200KW，配有JK-2/30E型绞车，电机功率185KW，担负煤炭提升和下放大型设备，为进风井并兼做安全出口；副井为原有主立井，装备单层单车铝合金轻型罐笼，提升机为GK2×2×1-30型，电机功率155KW，担负矸石、材料、设备、人员的提升，井筒内敷设排水管路、动力、通讯信号电缆，为进风井；回风井为立井，按装主扇风机，内设金属梯子间，担负回风任务及另一安全出口。
2、运输系统
采用胶带机运输，矸石采用小绞车牵引箱式矿车运输。
出煤系统：
工作面→工作面顺槽皮带→1号、2号皮带下山→主皮带巷→井底煤仓→转载皮带机巷→主斜井→地面；矸石运输系统：
工作面→1号、2号轨道→主运料大巷→井底车场→副立井→地面；材料、设备运输系统：
地面→副立井→井底车场→主运料巷→1号、2号轨道→工作面。
人员通过副立井上下，大巷运距较短，故不考虑机械运送人员。
3、通风系统
采用中央分列式通风，风机工作方法为抽出式，矿井采用主斜井、副立井进风，回风立井回风。
局部通风采用局部扇风机，风机工作方法为压入式通风系统。
矿井现有FBCDZ-6No20B对旋防爆轴流风机2台，配有功率为220KW×2；MFBL-4.0/350防爆盖1个，JMF-2风门绞车2台。
4、排水系统
涌水主要为3号煤层顶板淋水。
矿井正常涌水量360m3/d，最大涌水量720m3/d。
中央泵房现装备80D-30×9型水泵三台，一台工作，一台备用，一台检修。
并敷设有两趟管路，一趟工作，一趟备用，其中一趟φ89×4.5，另一趟φ159×5.5。
随着矿井向下部延深，在+535m水平设一个采区泵房，设D40-50×9型水泵3台，扬程450m，排水管为φ110×5mm的无缝钢管，泵房正常涌水时，一台工作，一台备用，一台检修，最大涌水时，两台工作，一台检修备用。
5、供电系统
矿井采用双回路供电，电源一路引自襄垣110KV变电站为553回路，架空线规格240mm2，全长8.5km；另一路引自善福35KV变电站572回路，架空线规格240mm2，供电距离8.5km，一路运行，一路备用。
线路设计按山西Ⅰ级气象区考虑。
三荆沟矿变更生产系统后有三个井，由于副立井、主斜井、回风立井距离较远，共设三个地面变电所，电压等级均为10KV。
主斜井地面10KV变电所高压电源引自副立井地面变电所不同的母线段，电压等级10KV，LGJ-50mm2钢芯铝绞线，线距长度1.5km，主要负荷斜井检修绞车，斜井主运皮带、斜井地面储装运系统等。
副立井地面变电所10KV电源主要负荷井下电源、风机房变电所、斜井地面变电所，提升绞车，副立井地面生产系统用电。
回风立井风机房变电所电源10KV，电源引自副立井地面变电所不用的母线段，线路为LGJ-35mm2架空线，供电距离0.6km。
地面10KV变电所高压设备均采用GG-1A（FⅡ）Z户内高压真空开关柜，0.38KV配电装置采用TJJ-1节能低压成套配电装置。
副立井变电所内备用PGL-2配电装置。
井下供电为10KV电压等级，电缆MYJV22-3×120mm2共两回。
设KBSG-500/10/0.69型和KBSG-31.5/10/0.69变压器各一台。
井底变电所设KYGC-10F高压配电装置8台，采区水泵房设采区变电所，两回电缆为MYJV22-3×70mm2。
工作面设备供电电压660V，煤电钻供电电压127V。
井下40KW以上的电气设备均采用真空磁力起动器。
固定照明、灯具采用防爆节能荧光灯BSG18A-Y-127V，采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。
6、采煤方法
采煤方法为走向长壁综合机械化放顶煤采煤法，采煤机割煤高度2.0m，放顶煤高度3.62m，采放比1：
1.81。
煤层开采顺序为先浅后深，下行式开采。
采空区管理为全部垮落式。
二、3101掘进工作面基本常识
1、3101运输顺槽掘进工作面巷道断面为：
宽4m×高2.5m的矩形。
巷道总工程量777m，其中一号段长443m，顺煤层底板起伏掘进，坡度在0～5度之间；二号段长334m。
2、掘进工作面，巷道顶锚杆滞后掘进工作面迎头不超过1.20m.
3、3101回风顺槽掘进工作面巷道断面为：
宽3m×高2.5m的矩形，总工程量684m，其中一号段长422m，巷道坡度0～10度之间，二号段长262m。
4、巷道临时支护：
金属前探梁采用2根直径不小于76mm，长度不小于4m的钢管，均匀布置并垂直于工作面，用不少于3副前探梁卡固定在永久支护上。
前探梁卡与前探梁必须保证完好。
5、交接班安检→延接带式输送机→标定中心线→开机检查→掘进机切割→敲帮问顶→打临时支护→标定眼位→钻眼→安装锚杆→挂锚网梁→安全质量检查→整理质量搞好文明生产。
6、施工中，若顶板完整压力不大时，锚杆支护最大控顶距不得超过1.2m，架棚支护不得超过1.0m。
若遇顶板破碎压力大时，则必须坚持逐排、逐架施工，打锚杆时最大控顶距不得超过1.20m，架棚时最大控顶距不得超过1.0m。
7、锚杆支护时，顶帮锚杆必须紧跟工作面，帮部锚杆滞后工作面不得大于4排。
顶板完整，巷道压力不大时，锚索滞后掘进工作面不得超过10m；
8、刮板输送机机头和转载机机尾的搭接高度不得小于450mm。
9、“三人连锁”放炮制中的三人是指放炮员、班组长、瓦检员。
10、爆破前，靠近掘进工作面10m长度内的支架未加固时，不准爆破。
11、同一工作面的支柱或支架的性能及类型应一致。
12、掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施。
13、打锚杆眼前，首先应敲帮问顶。
14、更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应加固临时支护。
15、转载机司机要注意机头、机尾行人，发现异常情况迅速停机。
16、煤巷掘进的施工方法有：
钻眼爆破法、风镐法、机械或水力掘进法。
17、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。
18、钻入老空积水区的一般特征：
孔底的压力突然下降、孔内返回的冲洗液增加或减少、水泵停止供水后，孔内继续流水、流出的水有臭味；
19、水害预兆：
煤层变潮湿、松软；煤帮出现滴水、淋水现象，且淋水由小变大；有时煤帮出现铁锈色水迹、工作面气温降低，或出现雾气或臭鸡蛋气味、有时可听到水的“嘶嘶”声、矿压增大，发生片帮、冒顶及底鼓、突水部位发潮、滴水、带有少量细砂或水量突增，水色时清时混等现象。
20、掘进工作面顶板事故有:
空顶事故、压垮型事故、推跨型冒顶。
21、巷道的基本支护形式主要有架棚式，锚喷式，砌碹，联合式等四大类。
22、掘进工作面的综合防尘措施有：
湿式钻眼、采用水炮泥、喷雾洒水、冲洗巷帮。
23、当老顶的跨度超过其允许的跨度时，老顶急剧弯曲，下沉直至断裂垮落，此时即产生初次来压。
24、3101回风顺槽锚杆间排距：
顶部900㎜×900㎜，误差≤±100㎜；两帮700㎜×900㎜。
25、3101运输、回风顺槽锚杆外露：
螺帽外≤50㎜。
26、3101回风顺槽巷道设计巷道断面形状为矩形，沿煤层底板掘进，煤层平均厚度5.62m。
27、开采煤炭的工艺过程有：
落煤，装煤，运煤，支护，顶板管理五大工序。
28、三个禁区指的是掘进巷道的临时支护区，综采工作面的采煤机前后和煤墙变化区域。
29、煤层的顶底板绝大多数属于沉积岩。
30打锚杆前首先应该敲帮问顶。
31、更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应加固临时支护。
32、在揭露老空时，只有证明老空内无危险方可恢复工作。
33、工作面超前支护范围是20m。
34、中厚煤层的厚度为1.3—1.5m。
35、煤层特征情况
指标
参数
备注
煤层厚度（最大-最小/平均）m
4.50～6.30/5.62
据地质报告
煤层倾角（最大-最小/平均）度
10～0/5
附近巷道测量
煤层硬度
1.9～2.0
据地质报告
煤层层理（发育程度）
发育
现场观测
煤层节理（发育程度）
不发育
现场观测
自燃发火期：
d
不易自燃发火
据地质报告
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
10.87
2011年鉴定结果
相对瓦斯涌出量（m3/t）
6.42
2011年鉴定结果
煤尘爆炸指数%
40%
地温0C
10～16
井下实际测定
36、煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
砂岩
3.4～3.6
5～10m
中细粒砂岩
直接顶
砂岩
2.8～3.0
5.20m
粉砂岩、砂质泥岩
伪顶
泥岩
<1.5
0～0.10m
松软泥岩
底板
直接底
泥岩
<1.5
0.05～0.2m
灰黑色泥岩
基本底
砂质泥岩
3.6～3.8
6.5～19m
灰～灰白色细砂质泥岩
37、巷道支护参数表
项目
支护材料
规格质量
备注
名称
材质
规格
单位
尺寸
巷道顶部
顶锚杆
（φ20×2400）
等强螺纹钢
间距×排距
㎜×㎜
900×900
每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷
菱形顶网
10号冷拔丝
宽×长
㎜×㎜
1000×9000
按使用长度截取
顶锚梁
70㎜宽钢筋梁
Φ12㎜圆钢焊制
㎜
4000
配合锚杆使用
顶锚索
钢绞线锚索
Φ15.7mm
m
10
在隔2排锚杆空档内打
两
帮
左帮锚杆
（φ20×2000）
螺纹钢
间距×排距
㎜×㎜
700×900
每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷
右帮锚杆
（φ20×2000）
螺纹钢
间距×排距
㎜×㎜
700×900
每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷
左帮锚网
金属网
宽×长
㎜×㎜
1000×9000
按使用长度截取
右帮锚网
金属网
宽×长
㎜×㎜
1000×9000
按使用长度截取
两帮锚梁
70㎜宽钢筋梁
Φ12㎜圆钢焊制
㎜
2500
配合锚杆使用
38、锚杆支护质量要求：
（1）锚杆锚固力：
顶部锚杆≥65KN，帮锚杆≥40KN。
（2）每根锚杆采用CK2335树脂药卷1卷，ZS2360树脂药卷1卷。
（3）锚杆施工质量：
杆体和托盘不得松动。
（4）锚梁：
锚梁紧贴岩面，二角误差≤100㎜
（5）锚杆间排距：
顶部900㎜×900㎜，误差≤±100㎜；两帮700㎜×900㎜。
（6）锚杆角度：
垂直于巷道轮廓线，≥75°
（7）锚杆外露：
螺帽外≤50㎜。
（8）顶锚杆滞后掘进工作面迎头不超过1.20m.
39、锚索支护质量要求：
（1）锚索间距2.0米，排距：
2.7米，在隔2排锚杆的中间空档内布置，锚索间排距误差≤±200㎜。
（2）锚固力：
≥200KN.
（3）每根锚索采用CK2335树脂药卷2卷，ZS2360树脂药卷2卷。
（4）托盘必须紧贴顶板，张拉预应力≥120KN.
（5）巷道沿煤层底板掘进时，锚索长度10000㎜。
煤层厚度发生变化时，可根据施工现场变化情况，适当调整锚索长度。
确保锚索锚入煤层老顶得长度不得低于1.50m。
（6）钻孔角度与巷道顶板轮廓线夹角≥75°。
（7）托盘使用≥12㎜厚，长宽为300㎜×300㎜的钢板托盘。
（8）锚索外露长度：
≤300㎜。
（9）锚索支护滞后工作面不得大于20m。
40、锚杆（索）的孔位、孔深、孔径必须与锚杆（索）的直径、
钢梯子、梁孔径相匹配。
（1）锚杆孔径与锚杆杆体直径之差宜在6～10mm的范围内。
（2）锚杆孔深度比锚杆长度短50～100mm。
（3）孔位差距不得大于间排距规定±50mm。
（4）必须采用符合设计标准的锚杆支护材料。
锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢筋梯等，性能、强度、结构必须与设计锚固力相匹配。
41、锚网铺设质量：
金属网铺开展平，搭接≥50㎜，每间隔200-300㎜用绑扎丝捆扎一道，并连接牢固。
42、掘进施工与供电设备布置情况表
序号
机械设备名称
型号
数量
功率（KW）
备注
1
可伸缩皮带机
ESJ650/20/2×40
1部
40KW×2
运煤
2
气动锚杆钻机
MQT-120/3.0
1台
打锚杆眼
3
气动手持式钻杆
ZQS-50/1.65
1台
打炮眼
4
潜水泵
WQ30-30-7.5
2台
7.5KW
工作面排水
5
隔爆型真空磁力启动器
QBZ-80
3台
钻机
6
防爆对旋轴流通风机
FBCDN05.0-2×5.5
2台
2×5.5KW
工作面供风
7
架柱式液压回转钻机
ZYJ-270/170
2台
11KW
超前探老空
8
矿用隔爆型照明信号综合保护装置
ZBZ8-4.0
1台
4KVA
信号
9
煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁启动器
QBZ-2×120/SF
1台
通风机控制
10
掘进机
EBZ100E
1台
55/100KW
掘进割煤
13、EBZ100E掘进机技术特征表
型号
EBZ100E
截割范围
高2.3—4.63M
宽2.5—5.3M
爬坡能力
±18°
行走速度
3-7.8m/min
功率
55/100KW
电压
660V/1140
油压
18MPa
外形尺寸
8.3×2.8×1.8M
转载能力
4.5m3/min
截割速度
23/46rPm
43、掘进机割煤截割顺序图如下：
44、装载、运输机械设备运输方式表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定方式
运输方式
运输距离
备注
1
可伸缩胶带运输机
SJ80/40/2×40
1台
巷道距离远时使用
固定
循环连续运输
100～700m
皮带机跟工作面
45、敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数及质量要求：
序号
设备名称
规格型号
单位
数量
吊挂方式
与工作面间距
轨枕间距
轨面高低差
轨道接头间隙
备注
1
轨道
18Kkg/m
m
800
5m
0.8m
5㎜
6㎜
2
风筒
600×10000㎜
节
460
悬挂
≤5m
3
风管
2吋
m
777
吊挂
30
4
供水管
2吋
m
777
吊挂
30
5
排水管
3吋
m
777
吊挂
30
66
监控电缆
光缆
m
1200
吊挂
5
7
信号电缆
2.5㎜2电缆
m
800
吊挂
10
8
动力电缆
25～50㎜2电缆
m
1200
吊挂
10～100m
46、发生水灾、火灾、瓦斯煤尘爆炸及有害气体涌出时的避灾路线为：
3101回风顺槽掘进工作面→原东大巷→主皮带巷→主运料大巷→主井（副井）→地面。
3101运输顺槽掘进工作面→原东大巷→主皮带巷→主运料大巷→主井（副井）→地面
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