综掘一队作业规程903运作业规程.docx

1、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=74974.719 y=82850（巷中） y=82849.04（轨中）；方位0；设计长度：1500m，沿9#煤层掘进2、903运车场开口坐标：x=74960.217 y=82837.25；方位550；坡度：68；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

2、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35.5m，灰黑色含黄铁矿结核。老顶为砂质粘土岩，厚4.68.1m，灰白色，

3、裂隙较发育。底板为砂质粘土岩，局部有粉砂岩，厚度1.221.39m，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H3m，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6-8。三、水文情况：该掘进区位于第含水带，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

4、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550，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=7497

5、4.719，Y=82849.04，以方位0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、掘漏煤眼前，首先以坐标点：X74985.217 Y82850.73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

6、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。、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。、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。、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。、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。、放炮后，出

7、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。、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、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。、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。、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。、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

8、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）、断面及支护形式S毛=3.23.5=11.2m2（高宽）采用三排锚杆矩形布置（二）、断面及支护形式S毛=3.24.3=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

9、2000 mm锚杆材料： 直径为18 mm的螺纹钢铁饼规格： 50503 mm竹托板规格：30015025 mm锚杆的排、间：断面锚杆支护排距900 mm 间距900 mm；断面锚杆支护排距900 mm 间距900 mm。每孔充填三个药卷，药卷用1卷23350mm的快速，2卷23600mm的慢速。树脂卷直径一般应比钻孔直径小46mm，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15001500mm，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

10、用竹托盘规格:50015025mm。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：2.5寸，长4.7m，数量3根。吊环由16的螺母，16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

11、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

12、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+1/22）（1.14.3/10）+0.11.9125m取2m式中：L锚杆长度 m B巷道宽度取4.3mf围岩稳定性影响系数取2I锚杆外露长度取0.1m2.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0.9 m按每排4根锚杆计算d16.3mm取18mm式中：P顶板锚杆单根承载能力为Pabhr0.90.922540.5KN式中：a锚杆间距b锚杆排距h锚杆承载岩体高度取2 mr承载岩体容重取25 KN/m3k安全系数取2锚杆材料抗拉强度螺纹钢取39 KN/m2四、树脂锚杆

13、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0.6 m、1.2 m、2 m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255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）

14、、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（1015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

15、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

16、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，

17、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

18、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3362锚杆工3363放炮工2244出煤工7715溜子工22146绞车工1117运

19、料工4488水泵工1149电钳工11210班长22411跟班干部112队领导7（包括领料、办事员）12合计272761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62222转载机司机31113皮带机司机62224出 煤 工62225支 护 工1233336电 工31117检 修 工3111工序时间班次一班（二班与此相同）8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20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779运 料 工5510班 长7122211跟班领导4111112后勤人员2213队 干 部5包括技术员合 计6919151

20、515二、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m1500木材消耗m3/m巷道断面m213.76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

21、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61921.5mm钢丝绳，绞车选用55KW绞车，最小提升能力3200kg.fFmax=n(q1+q2)(sina+fcosa)+PL(sina+fcosa)=2(1000+563)(sin22+0.015cos22)+1.658300(sin22+0.4cos22)=1585.25kg.fn一次提升

22、矿车数取2q1矿车载荷重量取1000kgq2矿车自重取563kga巷道倾角取22f矿车运行阻力系数取0.015f钢丝绳运行阻力系数取0.4L钢丝绳长度取300米P每米钢丝绳重量取1.658 kg/m安全系数：IQK/Fmax=24550/1585.25= 15.496.5QK-钢丝绳最小破断力取24550kg.f6.5-最小安全系数所以选用61921.5mm的钢丝绳和JD55KW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

23、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=1001.82=360m3/mink瓦斯涌出不均衡系数，取2q工作面瓦斯绝对涌出量m3取1.8 m32、炸药量计算：Q=25A=2511.7=292.5m3/min25每公斤炸药爆破后需

24、要供风量m3/minA工作面一次爆破的最大炸药量取 kg3、按人数计算：Q4N430120m3/min4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330KW对旋式风机，每台供风量为310480m3/分，风筒选用直径800mm的柔性强力风筒。4、风速验算：VQ /60S=360/（6013.76）=0.44m/sQmax局扇供风量m3/min 取 m3/minS巷道掘进断面取13.76m2满足煤矿安全规程要求，即：0.250.44208A，满足要求。（4）熔件选择计算：7.5KW水泵选用QC8380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I401.1546AJDP整定选择：482、2KW煤电钻采用ZZ8L2.5综保3、炮掘：因设备交替使用，同时工作