2301工作面切眼规程3.docx
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2301工作面切眼规程3
第一章概述
第一节工程概况
2301切眼掘进工作面如图1-1所示，工程概况见表1-1。
表1-12301切眼掘进工作面工程概况
序号
项目
内容说明
1
巷道布置
工程平面图如图1-1所示
2
工期要求
预计2012年8月1日开工，2011年9月30日竣工
3
巷道用途
回风，综采设备的安装
4
服务年限
约4个月
5
工程量
总工程量为249.8m
6
工程投资
总工程投资295万元
第二节编制依据
本作业规程是根据本公司已批准的2301工作面开采设计，公司下达的生产计划和提供的地质说明书，2301切眼规程编制通知单，以及《煤矿安全规程》、规范和公司等有关技术规定编制。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及周围开采情况
2301工作面北为东常村保护煤柱边界；南与西翼皮带大巷、西翼回风大巷相连；西为2302工作面，东为太焦铁路保护煤柱边界。
巷道标高+444.289m——+434.190m。
切眼平距长度为249.8m，巷道净高4.2m。
对应的地面位置，北为东常村；南为东庄村与五里庄村之间的耕地；西为付家庄村；东为井田边界及太焦铁路；地面标高+939.4m——+937.7m。
第二节煤（岩）层赋存情况
2301工作面开采煤层为下二叠统山西组下部的3#煤层，煤层赋存稳定，煤层倾角-5°～9°，距煤层底板约0.6m夹一层平均0.28m泥岩或炭质泥岩。
属特低硫、高热值-特高热值、低中-中灰分之贫煤、贫瘦煤，煤质变异小，煤层平均厚度5.46m。
煤层地质情况见表1-2，煤层顶底板情况如图1-2所示。
图1-12301工作面切眼平面图
表1-2煤层地质情况概述
序号
项目
内容说明
1
地质综合柱状图
地质综合柱状图如图1-2
2
巷道预想剖面图
巷道预想剖面图如图1-3
3
顶
底
板
岩
性
描
述
顶板岩性
老顶：
深灰色中-细粒砂岩,厚度9.5m，成分以石英为主，长石次之，为半坚硬岩-坚硬岩。
直接顶：
砂质泥岩为灰-灰黑色软化性岩石；泥岩为灰-灰黑色软岩；局部为灰黑色粉砂岩。
含少量植物叶化石。
厚度为2.97m
底板岩性
直接底：
灰黑色的泥岩、砂质泥岩，含植物根部化石，为软岩。
厚度为0.7m；
老底：
细粒砂岩，灰色薄层状，为半坚硬-坚硬岩。
厚度为3.36m
巷道所处层位
位于3号煤层中，沿煤层底板掘进。
4
煤层赋存条件
采区煤层瓦斯情况
含量较低，在掘进到Fd32正断层尖灭处时，有害气体可能增大，需加强瓦斯管理。
突出危险性
无煤与瓦斯突出危险性
煤尘
具有爆炸性
煤层自燃倾向性
不易自燃煤层
地温
无地热异常，属地温正常区
第三节地质构造
根据采区钻探资料和该采区已施工巷道的地质资料，2301工作面切眼无大的落差断层，但是掘进2301回风、运输顺槽时，煤层节理较为发育，对巷道掘进有影响，需加强顶板管理。
第四节水文地质
2301工作面切眼，2301回风顺槽侧低，2301运输顺槽侧高。
根据钻孔资料，3307号钻孔煤层底板标高为+427.00m，煤层厚度为5.27m；3306号钻孔煤层底板标高为+480.31m，煤层厚度为5.60m；2301工作面水文地质简单，掘进时，顶板局部可能有淋水，施工中预计涌水量不大（最大涌水量为15m3/h，正常涌水量为5m3/h），但掘进层位中的砂岩含水，直接充水水源为其顶板砂岩裂隙水。
掘进过程中必须坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则，做好探放水工作，并提前做好排水准备。
随工作面铺设一趟φ110mmPE钢丝管用于排水。
同时工作面必须备用一台BQW70-40-13KW排水泵。
图1-2煤层综合柱状图
图1-32301工作面切预想剖面图
第三章巷道位置及支护说明
第一节巷道布置与矿山压力
2301工作面切眼在2301运输顺槽西帮开口掘进，2301工作面为大采高工作面，切眼设计宽度8.5m，高度4.2m,沿煤层底板掘进，直至与2301回风顺槽贯通。
切眼布置剖面图如图1-4
切眼布置剖面图1-4
工作面直接顶为灰-灰黑色砂质泥岩和灰-灰黑色泥岩，局部为灰黑色粉砂岩，含少量植物叶化石。
由于巷道周围没有采掘活动，该巷道在掘进期间主要受矿山静压力和本工作面掘进的影响。
根据相邻井巷掘进矿压观测数据显示，巷道顶、底板移近量为150～250mm，两帮收敛为150～400mm，不会影响巷道正常使用。
但考虑到本掘进工作面断面大，煤层节理发育，巷道内每50m设一个顶板离层仪及每5m在巷道中间安设一根圆木点柱，掌握巷道顶板离层量及巷道来压情况，进行动态监测。
第二节巷道支护
一、确定巷道支护形式
根据钻孔的柱状资料分析，3号煤顶板直接顶为砂质泥岩，厚度为2.97米；老顶为中-细粒砂岩,厚度9.5米，属较稳定岩层，适合锚网支护。
根据矿压观察数据及支护经验，确定2301工作面切眼采用矩形断面。
顶板采用锚杆+钢筋钢带+金属网+锚索联合支护；两帮采用锚杆+钢筋钢带+金属网+锚索联合支护。
巷道断面如图1-5。
图1-52301工作面切眼断面与锚杆支护图
二、支护参数设计
2301工作面切眼支护参数计算：
根据工程需要，支护断面为8.5m×4.2m矩形断面。
利用工程类比法及现场经验选择端头锚固法加固顶板，按加固拱原理计算。
1、锚杆长度：
L=N（1.1+B/10）
式中：
N-----围岩稳定性影响系数，取1.0m；
B-----巷道跨度，8.5m。
可得L=1.0×（1.1+8.5/10）=1.95m
取L=2.4m。
2、锚杆直径：
D=1.13×（103Q/σt）1/2
式中Q------顶锚杆锚固力，取100KN；
σt-----杆体抗拉强度，查表知：
σt取380MPa。
可得D=1.13×（103×100/380）1/2=1.13×16.222=18.33mm
取D=20mm。
3、锚杆间距：
d＜0.5L
可得：
d＜0.5×2.4=1.2m
取d=0.9m。
4、锚杆排距：
d排＜0.5L
可得：
d排＜0.5×2.4=1.2m
取d排=1m。
根据以上计算和同煤层邻近巷道的支护经验，2301工作面切眼顶、帮锚杆选用φ20mm×2400mm无纵筋左旋螺纹钢筋锚杆。
间距900mm排距500mm、1000mm（如遇岩石或煤层较软时，可适当缩小循环进尺，锚杆支护排距改为500mm）。
为保证安全，巷道顶部正中布置一根φ18.9mm×11.0m锚索；巷道顶部两侧平均布置φ18.9mm×9.0m锚索，每侧2根，进行支护加固，锚索每排5根，间距1.5m，排距1.0m。
巷道北帮布置一排φ18.9mm×5.3m锚索，每排1根，距巷道底板2.1m，距巷道顶板2.1m，排距2.0m。
φ18.9锚索采用7股高强度低松弛预应力钢绞线，用一支k2335再采用两支Z2360树脂药卷锚固，锚固长度1550mm，用260×260×20mm钢板作为锚索挂板，锚具XXM19-1。
顶、帮锚杆锚固力不小于10T，扭力矩不小于170N·m；锚索锚固力不小于15T，预紧力不小于10T（25Mp）。
支护规格如图1-4所示，支护材料见表1-3。
表1-32301切眼支护参数
项目
支护材料
规格质量
备注
名称
材质
参数
单位
尺寸
顶
部
锚杆
（φ20mm×2400mm）
钢筋
树脂
间距
×排距
mm
900×1000（500）
每根锚杆使用K2335、Z2360锚固剂各一支
顶网
10号
铅丝
长×宽
mm
4800×1200
3900×1200
钢带
16号圆钢
钢筋
长×宽
mm
4800×60
3800×60
配合锚杆使用
锚索
（φ18.9mm×11000mm）
（φ18.9mm×9000mm）
钢绞线
间距×
排距
mm
1500×1000
每根锚索使用一支K2335、两支Z2360锚固剂
两
帮
锚杆
（φ20mm×2400mm）
钢筋
树脂
间距×
排距
mm
900×1000
每根锚杆使用K2335、Z2360锚固剂各一支
帮网
10号
铅丝
长×宽
mm
4000×1200
钢带
14号圆钢
钢筋
长×宽
mm
3800×60
配合锚杆使用
锚索
（φ18.9mm×5300mm）
钢绞线
排距
mm
2000
每根锚索使用一支K2335、两支Z2360锚固剂
第三节管线设备布置与支护材料消耗
巷道中各种管线、设备的布置如图1-5所示。
巷道支护特征与材料消耗见表1-4。
表1-4巷道支护特征
巷
道
特
征
巷道开口标高（m）
+444.289
巷道终点标高（m）
+434.190
巷道所处岩层层位及岩性
沿3号煤层底板布置
掘进断面（m2）
35.7
每米支护数
锚杆：
顶2排，帮1排
每米巷道材料消耗量
名称
规格
数量
顶钢带（根）
φ16mm×60mm×4800mm
2
顶钢带（根）
φ16mm×60mm×3800mm
2
螺纹钢树脂锚杆（套）
φ20mm×2400mm
20
顶网（m2）
4800mm×1200mm
5.76
顶网（m2）
3900mm×1200mm
4.68
帮钢带（根）
φ14mm×60mm×3800mm
2
帮网（m2）
4000mm×1200mm
4.56
锚索（套）
φ18.9mm×11000mm
1
锚索（套）
φ18.9mm×9000mm
4
锚索（套）
φ18.9mm×5300mm
0.5
树脂药卷
K2335
29
树脂药卷
z2360
36
第四章施工方法及工作组织
第一节施工方法
一、巷道施工顺序
2301工作面切眼与2301回风顺槽、2301运输顺槽成90°,2301运输顺槽西帮的C点开口（开口坐标:
X=.957,Y=.133），沿煤层底板以方位角287°30′，掘进至D点（X=.502,Y=.364），与2301回风顺槽贯通，工程量为249.8米。
开口段为全断面掘进，一次成巷。
机组截割不到的部分由人工风镐落煤，严格按设计的规格施工，保证巷道成型。
掘进机完全（不包括二运）拐向切眼方向后，掘进方法为一次成巷，每班掘进左侧2米，再掘进右侧2米。
2301工作面切眼在2301运输顺槽的西帮开口，与2301回风顺槽贯通。
切眼开口前，现在2301运输顺槽往北掘进一个长3.0m,宽5.0m，高4.2m的绞车硐室；切眼开口和贯通处必然会破坏原来的结构和应力平衡，施工2301切眼前或贯通后，及时在2301运输顺槽、2301回风顺槽内，以2301切眼标定中心线为准两侧10米范围，补打φ18.9mm×11000mm锚索，加强支护。
交岔点锚索补强如图1-6所示。
2301运输顺槽与2301切眼交岔点补强支护图
2301切眼与2301回风顺槽交岔点补强支护图
图1-6
二、施工方法
采用掘进机掘进，刮板输送机与带式输送机运输，人工使用液压锚杆、锚索钻机，打注锚杆、锚索。
开口掘进时，机组截割不到的部分，采用风镐刷帮，人工翻煤掘进，待机组全部进入后开始机掘施工。
本巷道采用机掘施工，全锚支护，沿煤层底板掘进。
2301工作面切眼，由于巷道设计宽度为8.5m，高度为4.2m，高于2301回风顺槽、运输顺槽的设计高度，两顺槽掘进距2301切眼开口处10.0m位置，巷道掘进高度要与切眼设计高度一致。
三、运输方式
（1）出煤（矸）。
工作面掘进机破落下来的煤岩经转载机→2301工作面切眼30D刮板输送机→2301运输顺槽皮带→西翼皮带大巷主皮带至煤仓；
（2）运料。
掘进工作所需材料及设备装车由副井罐笼送至井底车场→西翼轨道大巷→2301运巷运联巷→2301运输顺槽→2301工作面切眼→使用地点。
第二节综掘施工工艺流程
一、施工工艺：
掘进机割煤、出煤、退机→敲帮问顶→联接顶网→固定顶钢带→前移超前支护→利用液压钻机打顶锚杆护顶→联接帮网→固定帮钢带→利用液压钻机打帮锚杆→进行下一循环。
帮锚杆根据现场煤墙发育情况可滞后窝头一排安装。
如工作面煤岩破碎，必须割一排支护一排，绝不能滞后。
二、工艺过程及要求
1、掘进机割煤、出煤、退机
（1）开机前安全检查。
包括工作面顶、帮煤墙和支护情况，在确认安全且所有人员撤至安全地点后方能准备开机；
（2）开机顺序。
发出开机信号且确认无异常后，启动机组油泵电机，然后依次开启截割头电机，二运电机和一运油泵、铲板油泵；
（3）割煤、出煤。
割煤前，将截割头落地清煤扫底，然后从煤墙底部截入割煤，割出轮廓线后进行扫帮，设专人在巷道两侧安全地点，看护巷道成型。
若煤层瓦斯涌出量较大时，采用自上而下的切割顺序。
综掘机截割轨迹如图1-7所示，图中的箭头表示切割方向；
图1-7综掘机截割轨迹图
（4）退机。
割煤完毕后退机，将截割头落于底板中部。
退出距离以能满足打设锚杆为宜。
切断并闭锁机组一切动力电源，专人监护操作台，以防他人误操作。
2、敲帮问顶：
出煤完毕，作业人员利用长柄工具进行认真的敲帮问顶，确认无异常后方准进入工作面进行下一工序作业。
敲帮问顶应采取有效办法，包括观察、听声、震动等。
在敲帮问顶期间必须有专人监护。
3、作业人员站在自制操作平台上，将待上网片与上一排网联接，然后将钢带固定在网上。
作业人员必须详细检查平台的牢固情况，作业过程中时刻保持头脑清醒，注意力集中，身体重心稳固。
4、移设超前支护。
超前支护必须移设至窝头煤墙。
超前支护三根前探梁均采用长4.0m的φ75mm钢管，钢管外套吊环，并通过吊环上焊接的φ20mm螺母固定于已支护巷道顶板巷中及左右两侧的第二根、第一根顶锚杆上，前端用临时锚杆固定，先在空顶区上网，再用木楔、背板，背紧背牢。
超前支护如图1-8。
图1-8超前支护示意图
5、钻装锚杆
（1）钻装顶锚杆：
①使用MYT-150S型锚杆钻机打设顶锚杆眼,考虑巷道和钻机高度，先用1.2m短钻杆安装φ27mm锚杆钻头，后换2.4m长钻杆。
升起钻机使钻头插入相应的钢带孔中，然后开动钻机。
钻到预定深度，清除孔内煤粉和泥浆后下缩钻机。
要求孔深为2350±30mm，并保证钻孔角度。
②用锚杆将树脂药卷轻推送到顶眼孔底，锚杆杆体套上托板带上螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起钻机并连续搅拌树脂药卷，使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体，搅拌时间为30-50s，中途不得间断。
顶锚杆每孔使用K2335、Z2360型锚固剂各一支，锚固长度950mm。
③停止搅拌后等待一分钟左右，锚杆钻机上安设力矩放大器利用钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，预紧力矩不小于170N·ｍ。
（2）钻装帮锚杆：
为加强巷道顶板两肩窝处的支护强度，首先将帮钢带钩在顶钢带的两端（钩头向内），然后用液压钻机按设计角度及位置打设帮眼，眼深2350±30mm，重复顶锚杆的装药步骤，钻装帮锚杆并使具有一定的预紧力，预紧力矩不小于170N·ｍ。
帮锚杆每孔使用K2335、Z2360型锚固剂各一支，锚固长度950mm。
6、撤出窝头人员、机具，进行下一循环。
7、钻装锚索
（1）用液压钻机配B19中空六方接长钻杆和φ30钻头按设计位置钻孔，孔深控制：
10800、8800、5100±30mm。
（2）用锚索将锚固剂（每孔1支K2635型、2支Z2660型）轻推送入孔底。
（3）锚索下端用搅拌器与液压钻机相连。
开机搅拌，先慢后快，待锚索全部插入孔后，全速搅拌15-20s后下缩液压钻机。
（4）涨拉锚索：
上托板、锁具，用张拉千斤顶张拉锚索到设计预紧力10T（25MPa）后卸下千斤顶。
然后用规格为500mm*500mm的金属网把锚索末端及锁具和顶网联成一体，发现不合格锚索要及时补打。
（5）锚索外露长度不小于150mm，不大于300mm，有效支护深度不小于10700mm、8700mm、5000mm。
第五章掘进工作面生产系统
第一节掘进工作面通风
一、通风方式的选择
掘进工作面采用局部通风机压入式通风。
新鲜风流路线：
新鲜风流→主井（副井）→西翼轨道大巷（西翼皮带大巷）→2301运输顺槽→局扇→工作面；
乏风路线：
掘进工作面→2301工作面切眼→2301运输顺槽→2301运输顺槽风联巷→西翼回风大巷→风井→地面。
二、工作面需风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100q×k=32m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min；
q——工作面的瓦斯绝对涌出量m3/min，取0.2（本矿实测值）；
k——瓦斯涌出不均衡系数，取k=1.6。
2、按二氧化碳涌出量计算
Q掘=100q×k=24m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量,m3/min；
q——工作面的二氧化碳绝对涌出量m3/min，取0.1～0.15；
k——二氧化碳涌出不均衡系数，取k=1.6。
3、按工作面最多工作人数计算
Q掘=4Nm3/min=4×36=144m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；
N——掘进工作面同时工作的最多人数（检修班与生产班交接班时的总人数，取N=36；
4——每人供给的最小风量，m3/min；
4、根据局部通风机实际吸风量计算。
根据上述计算结果，需要加大风量的实际，拟选择FBDYNO6.3型（2×30KW）局部通风机，供风量260～630m3/min，工作面需风量为
Q=nQ局k（4-1）
式中Q局—局部通风机吸风量，260-630m³/min，取平均值445m³/min；
n-工作面同时运转的局部通风机台数，1台；
k-防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般1.2-1.3，取1.2。
由式（4-1）可得
Q=1×460×1.2=552m³/min
5、按风速验算。
取上述计算结果最大值552，根据《煤矿安全规程》规定的允许最高、最低风速验算。
VminS≤Q≤VmaxS（4-2）
式中S-巷道掘进断面，掘进断面为35.7m2；
Vmin-巷道允许最低风速，0.25m/s；
Vmax-巷道允许最高风速，4m/s。
由式（4-2）可得
60×0.25×35.7≤Q≤60×4×35.7
535.5≤Q≤8568
取上述计算结果的最大值534m³/min，经风速验算符合要求。
三、局部通风机和风筒的选择
根据工作面需风量计算和机械化掘进速度快等实际情况，为确保安全生产，保证工作面需风量，选择FBDYNO6.3对旋式风机。
风机功率为2×30KW，供风量260～630m³/min。
局扇风机安装在2301运输顺槽内，距2301运输顺槽开口10～20m范围内，局扇安设采用落地式：
利用局扇托架将局扇摆放至托架上。
局部通风机采用“三专”供电方式，实行双风机自动切换。
风机主电源由采区变电所的KBSG2-T-315/6/0.66风机专用变压器供给；备用电源由2301回风顺槽运联巷内的KBSG2-T-100/6/0.66风机专用变压器供给。
采用风电闭锁和瓦斯电闭锁装置。
选用φ1000mm抗静电阻燃胶质风筒，风筒节长lOm，接头均采用反压边。
风筒吊挂在巷道上帮距顶梁或顶板200mm处，为加强通风管理，风筒出风口距掘进工作面的距离不得大于5m。
通风系统如图1-9所示。
图1-9通风系统图
第二节掘进工作面瓦斯防治与安全监测系统
煤层预测瓦斯涌出量3～6m³/t，掘进工作面瓦斯涌出量0.3～0.5m³/min，瓦斯涌出量较小。
但考虑到掘进速度快、距离长，仍按高瓦斯管理，采取的主要防治瓦斯措施有：
一、加强局部通风机管理，采用双风机、双电源、自动切换、“三专”供电、风电闭锁和瓦斯电闭锁。
同时加强局部通风的管理，防止风筒漏风，保证掘进工作面足够的风量。
二、加强检查。
设专职瓦斯检查员，经常性检查瓦斯；班组长、电钳工下井必须携带便携式甲烷检测报警仪。
三、及时处理局部积聚的瓦斯。
风筒出风口距掘进工作面的距离不得超过作业规程的规定；加强巷道的维护，发生冒顶时及时充填，防止瓦斯积聚。
四、设置甲烷自动监测监控装置。
在掘进工作面5m以内、掘进工作面回风出口10-15m范围内和工作面掘进距离超过1000m的巷道中部，设置甲烷传感器，传感器设置值分别为：
工作面传感器报警浓度≥0.8%、断电浓度≥1.2%，复电浓度<0.8%；回风口传感器报警浓度≥0.8%、断电浓度≥0.8%，复电浓度<0.8%（根据长治公司要求，在国家标准的基础上下调20%）。
五、严格执行瓦斯超限停止作业和断电撤人制度。
当工作面瓦斯超限时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并在巷道入口处打上临时密闭、提示警示牌，禁止人员进入。
六、严格火源管理，防止瓦斯引燃。
要杜绝一切非生产性火源下井，严格控制管理各种生产性火源。
第三节掘进工作面供电
一、供电系统简述
该掘进工作面施工配备移动变压器2台，掘进机1台，800mm皮带输送机一部、30D刮板输送机3部，MYT-150S液压锚杆（锚索）钻机2台，MYT-150S液压帮钻机2台，风镐2台，13KW水泵1台。
1、该掘进工作面的风机主电源由位于采区变电所的KBSG2-T-315/6/0.66风机专用变压器，接一台（KBZ-400）馈电开关至（QBZ-2*120SF）双风机双电源开关；备用电源由2301回风顺槽运联巷内KBSG2-T-100/6/0.66风机专用变压器经至（QBZ-2*120SF）双风机双电源开关。
馈电开关短路整定值为60×7×l.15=483A，实际整定为480A。
过载整定为60×1.15=69A，实际整定为65A。
2、掘进工作面掘进机电源由位于2301运输顺槽配电点的（KBSGZY-500/6/1.14）移变，接一台（KBZ-400）馈电开关供给；工作面660V电源均由位于2301运输顺槽配电点的（KBSGZY-630/6/0.66）移变，接一台（KBZ-400）馈电开关。
示意如下：
630移变→KBZ-400馈电开关→EBZ160掘进机电控箱→液压泵站等；
→KBZ-400馈电开关→皮带输送机→照明、信号综保；
500移变→KBZ-400馈电开关→循环车→调度绞车→涨紧绞车→30D刮板输送机→水泵等。
二、供电系统设计
最大两相短路电流
查表知：
70mm2的橡套电缆的允许负荷电流为215A，K取0.67，则掘进机馈电开关的短路整定值为
160×7×0.67+（15+0.75+18+75+11）×0.67=750.4+80.2=830.6A，实际短路整定值为825A；
过载整定值为（246+15+18+0.75）×0.67×0.9=168.7A,实际过载整定值为130A。
600V馈电开关的短路整定值为90×7×1.15+（5.5+13+13+25+25+22++22+13+13+13+13）×1.15=724.5+204.1=928.6A，实际短路整定值为925A；
过载整定值为（5.5+13+13+25+25+22++22+13+13+13+13）×1.15×0.6=122.5A，实际过载整定值为120A。
主要设备配备及技术特征如表1-5。
表1-5设备配备表
名称
型号
数量
电压/功率
掘进机
EBZ-160
1台
1140V,246KW
胶带输送机
DSJ-80
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