综掘一队作业规程903运作业规程.docx
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综掘一队作业规程903运作业规程
作业规程
作业性质：
机掘
层别：
九层
队别：
综掘一队
工作面编号：
903运输顺槽
施工队长：
李俊
编写：
苏保山刘海河
乌达矿业公司五虎山煤矿
第一章 地质概况
第一节巷道位置及四邻情况
一、巷道位置
掘进巷道为：
903运、903运车场
1、903运
开口坐标：
x=74974.719y=82850（巷中）y=82849.04（轨中）；方位0º；设计长度：
1500m，沿9#煤层掘进
2、903运车场
开口坐标：
x=74960.217y=82837.25；方位55º~0º；坡度：
6～8º；设计长度：
25m，沿9#煤层掘进
二、井上下对照及四邻关系
该掘进区位于中盘区九层回风上山北翼，901工作面东部。
西部为903工作面，北部为采区边界煤柱距采空区42m，南部为902工作面，东部为9#煤层实体煤。
掘进区上部为8#煤层，有小窑采空区，下部为10#煤层，未开采。
地表为低山丘陵地形，有通往采区的简易公路，无重要建筑物。
第二节地质情况
一、掘进区煤层及结构
该煤层属于上石炭系9#煤层。
煤层最大埋藏深度为162m，最小埋藏深度为130m，平均埋藏深度为146m。
9#煤层平均厚度3.47m（该掘进区厚度），纯煤厚3.27m，夹矸0.2m。
煤层较稳定，含2层夹矸，为粘土岩。
直接顶为粘土岩，厚度3～5.5m，灰黑色含黄铁矿结核。
老顶为砂质粘土岩，厚4.6～8.1m，灰白色，裂隙较发育。
底板为砂质粘土岩，局部有粉砂岩，厚度1.22～1.39m，灰黑色。
二、掘进区地质构造情况
该掘进区东部有露天正断层，走向近似南北，落差H＝3m，倾角∠74°。
掘进区煤层大部为单斜构造，只是在局部地段有小褶曲，煤层倾角6-8º。
三、水文情况：
该掘进区位于第Ⅴ含水带，单位涌水量为0.00015公升/秒.米。
四、瓦斯情况
该掘进区煤层性脆，割煤、放炮后易破碎形成煤尘，且煤尘具有爆炸危险。
9#煤层掘进区瓦斯含量0.015cm3/g。
五、掘进工作的建议
1、受断层影响和根据901运掘进时的瓦斯涌出量，煤层瓦斯含量增大，应按高瓦斯区域管理。
煤层硫化氢的含量比较大，加强对硫化氢的防治。
2、煤层含水增大，局部顶板有淋水，要加强排水工作。
3、掘进巷道已接近露天正断层，受断层影响，预计煤层顶板的完整性受到一定的破坏，掘进时应加强顶板支护管理工作。
六、掘进巷道围岩柱状图和九层煤层柱状图。
（见图1）
第二章 巷道施工
第一节 巷道布置
一、巷道用途
903运为机轨合一巷，主要用于903回采工作面运煤、进风、行人及安设移动变电站。
二、巷道布置图（见图）
三、施工顺序
903运掘进采取单头掘进作业方式。
由地测科根据设计从九层轨道上山给出903运车场开口坐标及方位：
x=74960.217，y=82837.25，方位55º～0º，开口掘进903运车场，掘进25米后，根据开口坐标x=74974.719，Y=82850，轨中心坐标：
x=74974.719，Y=82849.04，以方位0º掘进903运，903运掘至坐标点：
x=74985.217，y=82850.73时，施工简易漏煤眼，漏煤眼贯通后，继续掘进903运，直至到位。
四、施工方法
1、903运车场从九层轨道上山开口，采用绞车提升矿车出煤。
2、当903运车场掘进到位后，开始掘进903运，903运掘至与十层皮带上山交岔处时，施工一简易漏煤眼。
漏煤眼掘通后，开始正常掘进903运。
同时在漏煤眼处施工皮带机头硐室（规格见图）。
3、施工简易漏煤眼安全技术措施
⑴、掘漏煤眼前，首先以坐标点：
X＝74985.217Y＝82850.73为中心将原有的10#皮带上山金属棚拆除，留出1.2米的空隙，然后在原有的棚梁上顺着巷道密排工字钢，工字钢长度2米，最后留1.2米见方的漏煤眼位置。
（见图）并将管线用旧皮带盖住，防止放炮时崩坏。
⑵、架好棚后，开始垂直向上掘一直径为1.2米的孔与903运贯通。
贯通后，在10#皮带上山内做简易漏口，并固定在棚梁上。
⑶、漏煤眼施工采用煤电钻打眼，爆破落岩，人工用锹攉煤（岩）到皮带上。
⑷、放炮前，必须将十层皮带上山皮带保护好，用大板梁横放并密排在皮带重梁上，上面铺设废旧皮带，放炮时放小炮，一次只联一个眼。
放炮时，皮带必须停止，严禁皮带运转时放炮。
⑸、掘漏煤眼放炮前，由当班领导负责设置警戒，警戒人员由当班领导亲自设立，在没有接到班组长的撤岗命令，警戒人员不得擅自离岗。
⑹、放炮后，出煤前，必须将漏煤眼内的零皮、活石处理掉。
漏煤眼与九层巷道贯通后，要将孔内的零皮、活石清理好。
⑺、漏煤眼贯通前要清理903运的设备，并将电缆、水管等保护好。
4、机头硐室施工方法
⑴、903运与10#皮带上山交岔点处在903运下帮施工机头硐室，施工的具体尺寸见图。
⑵、支护采用锚杆支护，在原有903运四排锚杆支护的基础上在施工一排锚杆，间距0.9m，排距0.9m。
⑶、机头硐室采用人工用煤电钻打眼，爆破落煤，人工用锹攉煤到十层皮带上。
⑷、炮眼布置图（见图）
5、903运与九层回风上山贯通时应另补措施。
6、903运与九层回风上山交岔处施工风桥。
（见图）
7、车场施工严格按设计施工。
（见图）
8、903运车场开口措施
1、巷道开口必须严格执行多循环，小进度的掘进方式。
循环进度1.2m。
2、巷道开口，两巷交叉处的顶板必须加强支护。
3、巷道开口，爆破作业时，必须对爆破范围内的设备用皮带或采取其他措施进行保护。
4、巷道开口施工，爆破作业时，必须将巷道内悬挂的管线及电缆放到巷道底板并盖上皮带。
并将风筒用旧皮带挡住。
5、巷道开口必须采用放小炮的方式进行爆破。
第二节 巷道断面及支护形式
一、巷道规格：
（一）、Ⅰ—Ⅰ断面及支护形式
S毛=3.2×3.5=11.2m2（高×宽）
采用三排锚杆矩形布置
（二）、Ⅱ—Ⅱ断面及支护形式
S毛=3.2×4.3=13.76m2（高×宽）
采用四排锚杆矩形布置
（三）、支护形式为锚杆·护帮锚杆联合支护
1、顶锚杆
锚杆长度：
L＝2000mm
锚杆材料：
直径为Ф18mm的螺纹钢
铁饼规格：
50×50×3mm
竹托板规格：
300×150×25mm
锚杆的排、间：
Ⅰ—Ⅰ断面锚杆支护排距900mm间距900mm；Ⅱ—Ⅱ断面锚杆支护排距900mm间距900mm。
每孔充填三个药卷，药卷用1卷∮23×350mm的快速，2卷∮23×600mm的慢速。
树脂卷直径一般应比钻孔直径小4～6mm，由于采用∮27mm钻头，钻孔直径为∮28mm，故选择直径为∮23mm的树脂卷。
2、帮锚杆
采用两排锚杆支护矩形布置，锚杆距顶板0.5m,排间距1500×1500mm，903运上帮（靠采面帮）采用竹锚杆，锚杆长度1.8m,快硬膨胀水泥药卷端头锚固，每孔充填1个水泥卷。
帮锚杆所用竹托盘规格:
500×150×25mm。
帮锚杆滞后工作面的距离不能超过20m。
二、临时支护
临时支护采用前探梁支护，用6个吊环吊在锚杆上，用钢管插入吊环内，穿到工作面，钢管上用木板梁刹顶，永久支护到工作面最大距离不超过2.4m。
临时支护规格：
钢管直径：
Ф2.5寸，长4.7m，数量3根。
吊环由Ф16的螺母，Ф16的圆钢焊成圆环，数量6个。
临时支护说明：
（1）爆破作业后，出煤前作业人员必须严格检查顶板，煤帮情况，严格执行“敲帮问顶”制度，并及时架设临时支护，首先将准备好的吊环上到工作面最前排的边锚杆上与后排边锚杆上的吊环相配合。
将钢管前移，平行插入对应吊环内，并调设平稳。
在钢管上方密排板梁，并刹顶。
每个循环出煤前，必须用同样的程序前移前探梁。
在每个循环出完煤后，立即进行锚杆支护，待锚杆支护好后，方可进行下一个循环的打眼工作，搞好顶板管理，做到安全生产，永久支护距工作面最大距离2.4m。
（2）综掘机割煤1米后，及时将前探梁移至工作面，进行临时支护。
具体方法：
将6个吊环按图所示位置分别固定于工作面的三排锚杆上，将前探梁穿入吊环里并移至工作面迎头，把木板梁按规定位置放好，用木楔子背紧，使临时支护接顶有力、有效。
在临时支护下，方可继续掘进1米，割煤完毕后，后退综掘机，将前探梁移到工作面迎头，进行永久支护。
永久支护跟至掘进头方可再次开机割煤，永久支护距工作面最大距离2.4米。
三、支护参数计算
1.长度按锚杆加固作用计算：
以使巷道顶板保持整体性所需的锚杆长度为：
L＝（1+1/2f）（1.1+B/10）＋I
＝（1+1/2×2）（1.1＋4.3/10）+0.1
＝1.9125m 取2m
式中：
L—锚杆长度m
B－巷道宽度 取4.3m
f－围岩稳定性影响系数 取2
I－锚杆外露长度 取0.1m
2.杆体直径：
锚杆间排距按不大于锚杆长度的一半考虑，排距确定为0.9m，间距为0.9m按每排4根锚杆计算
d＝
＝
＝16.3mm 取18mm
式中：
P顶板锚杆单根承载能力为
P＝abhr
＝0.9×0.9×2×25
＝40.5KN
式中：
a－锚杆间距
b－锚杆排距
h－锚杆承载岩体高度 取2m
r－承载岩体容重 取25KN/m3
k－安全系数 取2
ð－锚杆材料抗拉强度 螺纹钢取39KN/m2
四、树脂锚杆安装遵守的有关规定
（1）树脂药卷应存放在阴凉干燥和温度适宜的仓库。
（2）树脂药卷应在存放期内使用，使用前必须检查药卷质量，变质的、坏的不能使用。
（3）锚杆钻孔前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位和做好标记。
（4）施工机具有：
液压锚杆机，配套0.6m、1.2m、2m的钻杆和普通扳手。
（5）清理好眼内的岩粉后，用杆体将带螺纹侧带上双螺母，伸入搅拌器内旋转搅伴，搅拌树脂时应缓慢推进锚杆杆体。
连续搅拌树脂的时间为25±5秒，用木楔临时固定杆体,等15分钟后再上托板，拧紧螺母。
当现场温度低于＋5度时，安装托板的时间可以适当延长。
（6）安装托板时应尽量将岩面找平，使托板和岩面充分接触，受力均匀。
（7）、每根顶锚杆都上双螺母。
（8）、帮锚杆的安装
竹锚杆：
采用人工用煤电钻打眼，打好眼后，将药卷中的金属网抽出，然后将水泥卷浸入清洁的水中，时间符合产品说明书要求（10～15秒），把浸泡好的锚固剂从水中拿出用竹锚杆轻轻地送入眼底后用手锤打紧，1小时后上托板用小木楔楔紧，安设时，木托板应与煤帮充分接触。
五、若巷道掘进遇断层、破碎带等地质构造时，另制定特殊情况下的支护措施。
第三节 施工方式
一、掘进方式
车场采用炮掘，903运掘进初期炮掘，后期采用机掘。
炮掘段采用人工用煤电钻打眼，爆破落煤，人工用锹装矿车，绞车提升。
漏煤眼施工好后采用人工用大簸箕攉煤，刮板机运煤。
903运待902回掘进到位将综掘机调运出后采用综掘机掘进，转载机、皮带机运煤。
二、施工工艺
（一）炮掘巷道
1、钻眼爆破工艺：
采用SMB一1.2型煤电钻人工打眼，使用3#硝铵炸药和毫秒延期电雷管，使用FB一100型放炮器放炮。
2、打眼前必须用三点延线法将中线引到工作面，并标在工作面，根据断面规格要求和炮眼布置图及爆破说明书，打眼、装药、放炮。
3、采用全断面两次打眼，两次爆破，当工作面水大时必须使用防水套。
4、毫秒电雷管各段脚线标志如下：
一段：
灰红；二段：
灰黄；三段：
灰蓝；四段：
灰白；五段：
红绿；
5、装药和充填结构
装药时必须正向装药，将药卷的聚能穴朝向眼底，先装入被动药卷，后装入引药，然后用水炮泥两卷，最后用粘土炮泥填满。
装药时，不得擦破药卷，不得弄错雷管段号，不得碰断雷管脚线。
并将雷管脚线短接。
6、联线方式：
由专人联线专人放炮，采用串联。
7、钻眼爆破工艺流程图
安全检查（处理活矸，敲帮问顶）→检查电钻→打眼→装药→联线→清理工作面工具→设警戒→放炮→临时支护→出煤→永久支护
8、炮眼布置图及爆破说明书〈如图〉
（二）、机掘巷道
综掘机割煤工艺：
1、截割头的钻进截割，根据轴型截头的特点，一般开槽钻进时每进0.11米时向左（右）摆动0.3米距离后，方可再次钻进直至开槽钻进到0.5米。
2、截割巷道的正确原则是：
先软后硬，由下而上，在煤巷中正常切
割程序如图：
首先在断面的左下角钻进开切
（1），当达到预定的进给速度后，沿底板横掏槽
（2），开出一个下方自由面，接着上排一定步距（3），横扫切割第一条带（4），重复（3），（4），自下而上一条带地切割，直到巷道顶部，最后挑顶（5），刷帮（6），和清底（7），完成一个截割循环。
3、进刀按截割方式图进行，截深0.5米。
4、完成掏槽后，关闭行走马达，降下铲板，并落下后部稳定器，将掘进机略微抬高，启动装运机构，截割臂沿巷道断面宽度水平摆动。
达到设计宽度后截割头升高1个位置做水平摆动，开掘横槽，多次重复以上工序，完成整个断面的截割工作。
最后刷帮。
5、综掘机司机在割煤前，必须由班长和安、瓦检员检查工作面范围内瓦斯浓度、通风情况，支护情况。
由司机检查供电、供水及机组工作机构是否正常。
如有异常应及时汇报跟班领导。
6、综掘机司机在割煤前，必须详细检查工作范围内是否有人存在，如有人必须待其撤离后方能启动割煤。
7、综掘机在截割过程中必须使用激光指向来标定巷道方向，做到不走线，发现问题要及时处理。
8、综掘机在截割过程中必须按照设计要求进行截割，严禁割顶、割底。
9、综掘机操作时严格按《操作规程》及说明书中的有关规定进行操作。
10、掘进割煤工艺流程图：
安全检查（处理活矸、敲帮问顶）→检查综掘机各部件→准备工作（包括延尾、开喷雾、定巷道轮廓等）→割煤→临时支护→割煤→永久支护→文明生产
第四节 施工组织管理
一、劳动组织图表
炮掘巷道
序号
班次
一班
二班
合计
1
打眼工
3
3
6
2
锚杆工
3
3
6
3
放炮工
2
2
4
4
出煤工
7
7
1
5
溜子工
2
2
14
6
绞车工
1
1
1
7
运料工
4
4
8
8
水泵工
1
1
4
9
电钳工
1
1
2
10
班 长
2
2
4
11
跟班干部
1
1
2
队领导
7（包括领料、办事员）
12
合 计
27
27
61
机掘巷道
序
号
工种
定员
各班出勤人数
一班
二班
三班
四班
1
掘进机司机
6
2
2
2
2
转载机司机
3
1
1
1
3
皮带机司机
6
2
2
2
4
出煤工
6
2
2
2
5
支护工
12
3
3
3
3
6
电工
3
1
1
1
7
检修工
3
1
1
1
工序
时间
班次
一班（二班与此相同）
891011121314151617181920
交接班
检修
打眼
放炮
临时支护
出煤
永久支护
文明生产
8
大班检修工
7
7
9
运料工
5
5
10
班长
7
1
2
2
2
11
跟班领导
4
1
1
1
1
12
后勤人员
2
2
13
队干部
5
包括技术员
合计
69
19
15
15
15
二、正规循环业图表（附表）（炮掘巷道）
第五节经济技术指标
项目
单位
指标
项目
单位
指标
工作面长度
m
1500
木材消耗
m3/m
巷道断面
m2
13.76
截齿消耗
个/m
定员
人
机掘
69
每班循环数
m
机掘
6
炮掘
61
炮掘
1
循环进度
m
机掘
0.5
日进度
m
机掘
9
炮掘
1.5
炮掘
3
水泥卷消耗
根/m
树脂卷消耗
根/m
油脂消耗
T/m
炸药消耗
kg/m
巷道岩性
煤
雷管消耗
发/m
顶锚杆消耗
根/m
掘进工效
m/工
0.13
帮锚杆消耗
根/m
合金钻头消耗
个/m
第三章生产系统
第一节 运输系统
一、运煤系统
矿车提升：
903运车场、903运工作面——→九层轨道上山——→902回——→十层皮带上山→九层煤仓
漏煤眼形成：
903运工作面→简易漏煤眼→十层皮带上山→九层煤仓
二、运料系统
付井→井底车场→九层暗斜井→九层暗斜井下部车场→九层轨道上山→903运车场→903运工作面
三、行人系统
1、付井→井底车场→九层暗斜井→九层暗斜井下部车场→九层轨道上山→903运车场→903运工作面
2、主井→十层与主井绕道→十层皮带上山→联络巷→九层轨道上山→903运车场→903运工作面
四、提升设备选择与效核
九层轨道上山斜巷提升选用6×19－Ø21.5mm钢丝绳，绞车选用55KW绞车，最小提升能力3200kg.f
Fmax=n（q1+q2）（sina+f’cosa）+PL（sina+fcosa）
=2（1000+563）（sin22º+0.015cos22º）+1.658×300（sin22º+0.4cos22º）
=1585.25kg.f
n－一次提升矿车数 取2
q1－矿车载荷重量 取1000kg
q2－矿车自重 取563kg
a－巷道倾角 取22º
f’－矿车运行阻力系数 取0.015
f－钢丝绳运行阻力系数 取0.4
L－钢丝绳长度 取300米
P－每米钢丝绳重量 取1.658kg/m
安全系数：
I＝QK/Fmax=24550/1585.25=15.49>6.5
QK-钢丝绳最小破断力 取24550kg.f
6.5-最小安全系数
所以选用6×19－Ø21.5mm的钢丝绳和JD－55KW绞车符合要求。
第二节通风系统
一、局扇位置
局扇安设在九层轨道上山距903运车场口往变电所方向10m以外的全风压供风地点。
二、通风线路：
新风：
局扇经风筒→九层轨道上山→903运、903运车场工作面
污风：
（系统形成前）903运车场工作面→九层轨道上山→901运→901工作面→901回→九层集回→九层风井→九层风井井口→地面
（系统形成后）903运工作面→九层回风上山→九层集回→九层风井→九层风井井口→地面
三、风量计算及风机选型：
基础资料：
根据通风区提供的数据和实测情况，9#煤层，CH4绝对涌出量1.8m3/min。
CO2绝对涌出量0.36m3/min。
供给该处的全风压风量为：
2100m3/min，大于风机吸风量，满足要求。
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100qk=100×1.8×2=360m3/min
k－瓦斯涌出不均衡系数，取2
q－工作面瓦斯绝对涌出量 m3 取1.8m3
2、炸药量计算：
Q=25A=25×11.7=292.5m3/min
25－每公斤炸药爆破后需要供风量 m3/min
A－工作面一次爆破的最大炸药量 取kg
3、按人数计算：
Q＝4N＝4×30＝120m3/min
4－每人每分钟所需风量
N－工作面同时工作最多人数 取30人
选用一台供风量不小于360m3/min的局扇，选用3×30KW对旋式风机，每台供风量为310－480m3/分，风筒选用直径800mm的柔性强力风筒。
4、风速验算：
V＝Q/60S=360/（60×13.76）=0.44m/s
Qmax－局扇供风量m3/min 取m3/min
S－巷道掘进断面 取13.76m2
满足《煤矿安全规程》要求，即：
0.25<0.44<4m/s
所以选用两台2×30KW对旋风机满足要求，（其中一台备用）。
选用直径800mm的柔性强力风筒。
四、局扇的管理
1、局扇和启动装置必须安设在九层轨道上山距903运车场往变电所方向10m以外的全风压供风地点，风机距底板不得小于0.3m，并上架。
2、风筒出风口距工作面不得大于6m，风筒吊挂平直，逢环必挂，接口严密，不漏风，无破口，拐弯处设弯头，要用刚性风筒，迎头不落地。
3、消灭无计划停电停风，任何人不得擅自停开局扇。
4、局扇由专人看管，风筒由专人吊挂。
5、掘进工作面供风的风机，必须使用“三专两闭锁”。
6、掘进工作面局扇采用“双风机双回路电源自动切换开关”供电。
五、通风系统图（见图）
第三节 供电系统
一、供电方案
903运、903运车场掘进初期使用矿车出煤，使用11KW锚杆机1台，煤电钻综保一台。
漏煤眼施工好后使用40KW溜子两部，7.5KW水泵1台，11KW锚杆机1台，1.2KW煤电钻一台，电压等级660V。
903运掘进后期使
用一台掘进机，总功率175KW，转载机功率10KW，一部2×40KW皮带，22KW锚杆机一台，2.5KW综保两台，7.5KW水泵一台；电压等级660V。
掘进初期从九层变电所向903运工作面供电。
掘进后期距离远（1.5km以上），压降大，不能保证设备的启动和正常运行时选用移变，型号：
KSGZY－500一台，输出电压660V。
二、设备选型
（1）根据《煤矿安全规程》规定，工作面电气设备全部选用矿用隔爆兼本质安全型。
40KW以上电动机全部采用真空磁力起动器。
信号和照明选用信号综合保护装置。
所有开关容量均大于被控电动机额定电流，风机采用专线、变压器、开关供电
40KW溜子采用QCZ83－120开关
7.5KW水泵采用QC83－80开关
11KW锚杆机采用QC83－80开关
局扇采用QBZ-200F开关
2）变压器（移变）选择
660V系统供掘进机、溜子等设备总功率：
903运设备总功率277KW
Sbj=（∑pe·Kx·Kc）÷cosψPi=（266×0.6×0.85）÷（0.7）=193.8KVA
∑pe——同时启动总功率
Kx——需用系数取0.6
Kc——重合系数取0.85
cosψPi——加权平均功率因数取0.7
选用500KVA移动变电站符合要求。
（3）电缆的选择
工作面全部采用铜芯橡套电缆。
选用70mm2橡套电缆。
移动机械所用电缆具备其机械强度。
按长时允许负荷电流选择截面
Ica==＝208A
70mm2橡套电缆长时允许负荷电流为215A>208A，满足要求。
（4）熔件选择计算：
7.5KW水泵选用QC83—80磁力起动开关，其熔件选择计算
Inf＝＝＝17.25A
选择20A熔件。
40KW刮板机选用120开关
其额定电流I＝40×1.15＝46A
JDP整定选择：
48
2、2KW煤电钻采用ZZ8L－2.5综保
3、炮掘：
因设备交替使用，同时工作
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