机掘规程.docx

1、机掘规程第一章 概况第一节 概述一、 巷道名称：巷道名称： xxxxxxx掘进目的：在掘进期间作为进风巷、并担负着主运、供电、排水工作。二、 巷道设计长度： 含机头硐室60米，共计掘进长度为2550米至开切眼。 附：巷道布置平面图第二节 依据1.2.1 矿技术科下发的首采面掘进施工图；1.2.2 矿地质科提供的首采工作面掘进地质说明书。 第二章 地面位置及水文地质情况 一、概况： 地面 情况：首采面地面相对位置为回风立井井口向南东6002800米处的黄土台地及小冲沟，煤层埋藏494540米。 四邻关系：首采面北部、南部及东部均为实煤，西部为辅运一石门及东回风石门大巷。 层间关系：首采面为石炭系

2、5#煤层，煤层向上222284米为侏罗系13#煤层，5#煤层向下1518米为8#煤层。二、 构造情况：构造形态：首采面西部大致呈一小背斜构造，北东高，南西低，东部大致呈一小背斜构造。首采面西部煤层走向为北东，倾向南东，倾角为6左右，首采面中部煤层走向逐渐转为东西向，倾向南，倾角为2左右，东部煤岩走向为北西，倾向北东，倾角24。断层及其它：工作面内预计无大断层出现，在首采面中西部距工作面开口向东540处有一陷落柱，长轴为370米，短轴为340米。此陷落柱对工作面有很大影响，在过陷落柱时另行编制安全技术措施。三、 煤层：首采面煤层为石炭系5#煤层，煤层结构较为复杂，由于煤层受煌斑岩侵入，煤层中夹有

3、34层夹石，夹石厚度0.241.84米,煤层全厚为3.455.95米,工作面中部煤层厚,东西薄。 四、顶底板： 伪顶：首采面大致无伪顶，局部地段有一层0.23米左右的泥岩,及中细砂岩伪顶,此伪顶极易塌落。直接顶与老顶:为灰白色粗砂岩及粗砾砂岩,钙质胶结,块状构造,成分以石英、长石为主，次为云母、厚度为3238米。底板：为深灰色粉砂岩及泥岩，钙质胶结，水平层理发育，性脆。五、 水文：煤岩层微含水，由于上部有一层粗粒含水层，在掘进过程中预计顶板会出现滴水及淋水，在巷道低洼处形成积水，在开掘时应备有完好的排水设备。六、 瓦斯及煤尘 本矿井属低瓦斯矿井，瓦斯含量不高，煤层自燃发火期为6个月。第三章 巷

4、道布置及支护说明第一节 巷道布置3.1.1 根据批准的掘进工作面设计,该工作面开口距南辅助运输大巷与调车硐室交点前354.722米，巷道与南辅助运输大巷呈90夹角，即方位角90，从巷道开口处先施工10米平巷，开口呈喇叭形，半径为6米，然后以6上山施工52.398米(平距),此62.398米考虑到巷道整体稳定性设计为直墙半圆拱形,以后施工的顺槽巷道改为矩形断面,矩形巷道全长为2492.102米至开切眼中心,每隔300米在掘进方向的右帮开凿一个调车硐室,开口设计为喇叭形,形状与施工的5101巷矩形断面相同，深度为5.50米,同时在巷道左帮每隔250米设立一个排水点;从巷道开口中至720米设置第一个

5、临时水仓,从第一个临时水仓中向前740米为第二个临时水仓中。（附、调车硐室平面图及临时水仓、排水点相关图件），巷道沿煤层底板掘进。3.1.2 巷道采用分段支护，拱形断面为净宽净高=50004200mm,锚网喷+锚索联合支护,喷厚为120 mm,（此断面已施工完毕），矩形断面为52403800 mm,锚杆、锚索、菱形网加W型钢带支护， 此断面为巷道掘进期间的断面，待巷道掘进完毕后再铺底200mm厚的混凝土，混凝土标号为C25。附：矩形巷道支护断面图；. 第二节 矿压观测3.2.1 观测对象: 掘进出的巷道顶板底板及巷道两帮。3.2.2 观测内容: 顶板下沉量, 底板鼓起的相对位移量, 巷道两帮的

6、移近量。3.2.3 观测方法: 每掘进100M, 在顶板按设一台LBY-1型顶板离层监测仪，其埋点深度6M为上显离层量，按设值为20MM，埋点深度与锚杆等长为下显离层量，按设值为10MM。在底板打一20CM孔深埋一木楔，测好与顶板的距离做为原始值，在巷道两帮煤层中间各打30CM深孔埋两个木楔，测好两点的距离做为原始值，当上述各点埋好后，在第一周班班观测离层仪上下显的读数值，测量两帮距离数据及底板与顶板的距离数据，在第二周第三周每天观测一次，每四周以后每周观测一次。3.2.4 数据处理:按观测方法要求把每次观测的数据记录在监测记录表及反馈表中,如果发现顶板离层监测仪下显量超过50MM, 及时修改

7、支护方式, 如果发现两帮移近量超过200MM及时采取措施, 如果发现底板鼓起相对位移量超50MM则要求对鼓起的底板进行起底。 第三节 支护设计3.3.1 支护材料的选择及规格:5101巷拱形断面，锚杆选用202200 MM高强度树脂锚杆，托板选用15015010 MM球形钢托板，锚索为公称直径为15.24mm的钢绞线，托板采用16#槽钢内焊15015010 MM球形钢托板，网片规格为1800900MM，采用直径6 MM的盘圆点焊而成，网格为100100 MM；矩形巷道采用的钢带规格为长宽厚=48001503MM，钢带锚杆采用202200MM的螺纹钢锚杆，间排距为900900 MM，托板采用12

8、012010mm, 球形钢托板，护帮锚杆采用202000MM的螺纹钢锚杆，托板选用长度为600MM，14# 槽钢加工，间排距为1000900mm,网片选用菱形网，8#铅丝编制而成，网格为5050 MM,顶板锚索为直径15.24mm钢绞线,托板选用钢托板，其规格为26026016mm,间排距为16002700mm,打顶板锚杆、锚索眼均采用MQT-120/2.3型液压钻配1m长=19MM的钻杆及=28MM钻头进行钻孔，钻注锚杆仍采用MQT-120/2.3型进行, 每根锚杆采用两卷树脂药锚固其规格为ck2360药卷,长600MM, 打护帮锚杆采用风煤钻，采用两卷树脂药锚固,其支护材料消耗见技术经济指

9、标表，钻注钢绞线采用MQT-120/2.3,采用SDB手动油泵配张拉千斤顶, 顶住锁具进行预应力张拉, 张拉力控制在3035Mpa之间。第四节 支护工艺3.4.1 临时支护方式及支护要求:a临时支护方式为采用钢带锚杆为悬挂12#槽钢配方木进行前探支护，其支护材料采用4.0M长的12#槽钢4根和长宽高=2000100100MM的方木4根及12个锚杆连接套组成。支护要求，将连接套均吊在靠工作面第一、二、锚杆上，每三个连接套穿一根钢管，机组割煤前永久距工作面的最大距离0.3米。0.3米的空顶内不设临时支护,机组每切割1.0米后,必须停止切割(这时永久支护距工作面最大距离1.3米)施工人员站在有支护的

10、地点进行安全检查,确认安全后, 方可向前推移四根前探梁1.0M, 并用四根方木和顶板刹紧, 前探梁前端不要占了眼位, 此后根据锚杆的排距在顶板上画好孔位, 打一个眼上一根锚杆, 安装完六根锚杆后上钢带和托板并用双螺母拧紧, 再将每根前探梁的最后一个连接套移到工作面的锚杆上, 将前探梁固定好, 达到机组割煤前的状态, 这样依次循环, 达到维护空顶的目的, 每次移动前探梁后, 必须加以固定, 切割前后临时支护距工作面均为0.3M。3.4.2 永久支护施工方法:a打上钢带锚杆时必须在有前探支护的掩护下进行, 并且在打眼前进行安全检查，确认安全后，方可根据巷道中心线和锚杆排间距在顶板上准确定位，锚杆孔

11、垂直顶板，孔深2.15M, 打眼必须采用湿式钻眼，由二人扶钻，一人操作，三人配合好，安装锚杆时，用锚杆将两卷树脂药送至眼底，然后采用液压钻配底座向眼内边推进，边搅拌，使树脂药搅拌均匀，搅拌时间为3040秒，凝固时间23分钟，待六根锚杆的树脂药凝固后，方可上钢带。钢带必须与岩面紧帖，上托板，用力矩扳手将螺母拧紧。打护帮锚杆时在有钢带锚栓的掩护下，先进行安全检查，确认安全后在巷帮按断面设计要求准确定位，采用YT-28型风钻进行打眼,待眼钻进到设计深度后，用压风将眼孔内岩粉和水吹静后，锚杆将两卷护帮锚固剂送至眼底, 然后用帮锚机配底座带动锚杆向眼内缓慢推进，使树脂药搅拌均匀，搅拌时间与凝固时间同顶板

12、锚杆，锚杆树脂药凝固后，上钢托板，托板必须与煤壁紧帖，用力矩扳手将螺母拧紧。打顶板锚索，要求生产班按规程规定的间距对应位置代替钢带，眼孔垂直顶板，孔深6.7M, 打眼时一人操作, 两人换杆,采用1M长加接钻杆,逐根加接进行钻深孔,当眼钻够深度后逐根退杆，先用钢绞线将3卷树脂药缓缓推入眼底，由MQT-120/2.3型液压钻带动钢绞线，边推进边搅拌树脂药，搅拌时间3040秒，凝固时间40分钟，待树脂药凝固后，方可上钢托板及锁具，并用SDB手动油泵配张拉千斤顶，往上顶锁具进行预应力张拉，张拉力控制在3035Mpa之间，当张拉力达到要求后，对SDB手动油泵打反向阀回油退千斤顶，要求扶千斤顶人员和操作手

13、动油泵人员必须配合好，尤其是反向回油退千斤顶更应注意，以防千斤顶松开时坠落伤人。3.4.3 临时支护,永久支护的控顶距规定:临时支护到工作面的最大距离为0.3M:永久支护到工作面的最大距离为1.3M3.4.4锚杆巷道支护参数参考表项 目质量标准部位参数5101 巷道净宽左 帮中线至任何一帮优良0-150MM合格-50150MM上2500中2500右帮下2500上2500中2500下2500巷道净高测全高优良0150MM合格-30+50巷中3800锚固力50KN300根锚杆排间距-100+100MM锚杆安装钢带紧帖岩面锚杆外露露帽外10-30MM锚索紧贴岩面，张拉力100KN逐根检查 345 巷

14、道施工质量标准1、巷道净宽：中线至任何一帮允许误差-50+150MM。2、巷道净高：测全高允许误差-30+150MM。3、锚杆排间距：允许误差-100+100MM。4、锚固力：锚栓不小于5吨，锚索不小于8吨。5、锚杆孔深（锚索）允许误差0+50MM。6、锚杆安装质量，锚杆应垂直顶板，锚杆与岩面夹角不得小于75，钢带紧帖岩面，用双螺母拧紧，锚杆外露降帽外1030MM，锚索外露300MM。3.4.6 文明生产标准:1、综合防尘：机组切割必须有喷雾洒水，各转载点必须有喷雾洒水装置，综合防尘设施必须齐全有效。2、临时轨道铺设：轨距误差不大于10MM，不小于5MM，轨道接头间隙不超过10MM，内错差不大

15、于5MM，轨枕间不大于1.0M,构件齐全有效,机头机尾设地锚加以固定，胶带输送机，要铺设平、稳、直、不跑偏，托辊齐全有效。3、巷内无杂物、无淤泥，无积水（淤泥积水长度不超过5.0M,深度不超过0.1M）, 浮煤不超过枕木上平面,道两侧必须见实底材料工具码放整齐。4、作业场所要有施工断面图，并附明风筒及管线吊挂位置，切割图、供电系统图、和避灾路线图。5、每天必须有八个时检修时间，机电设备要按定期维修，达到完好，保护齐全，电器设备消灭失爆。6、电缆要用电缆钩吊挂，吊钩每1米一个。7、水管接口必挂，用铅丝吊挂，要吊直吊牢不漏水。每5米吊挂一次。8、永久支护到工作面距离符合作业规程规定，并使用前探支护

16、，严禁空顶作业。第四章 施工工艺第一节 施工方法该顺槽施工掘进机按设计要求一次切割成巷，后运输由掘进机自带的桥式转载皮带机、顺槽胶带输送机、辅运大巷胶带输送机组成，煤流至副井装临时箕斗提升至地面卸载。4.1.1 掘进机械、钻具名称及动力源：掘进机名称为EBZ-260型，打眼钻具名称为MQT-120/2.3型液压钻和风煤钻, 胶带输送机名称为SJP-1000皮带机, 以上动力源均为KEGBSY-500移变输出的660V电压带动。施工设备与供电情况表序号机械钻具名称型号数量动力配套方式备注1掘进机EBJ-26011140V爬爪及第一输机2转载机QZP-1601660V3液压钻MQT-120/2.3

17、24风钻YT-2854.1.2 截割顺序和方法: 机组切割深度0.50.7M, 截割头最大外径为1066mm, 切割时按由下而上横向切割, 机组切割下的煤经机组第一输送机上桥式转载机和SPJ-1000型皮带输送机运出工作面.第二节 凿岩方式4.2.1工艺流程:开工前的安全检查每班开工前必须由跟班干部、班组长和安监员组成的“三位一体”进行工作面的安全检查，检查巷道的通风、瓦斯、顶板、支护、风筒吊挂情况，瓦斯探头情况，机组设备机组等情况，发现问题必须及时处理，在确定安全后，方可进行作业。 2、拉滑道伸皮带: 拉滑道伸皮带前, 先用专用链钩把皮带尾及滑道与机组本体后托架连好,同时鸣警笛3分钟, 喊开

18、机组前后及滑道侧所有人员,确认无问题，设专人电话与皮带头联系松紧带车, 由机组匀速向前拉滑道延伸皮带, 要求拉滑道前将机组后面至滑道末端的浮煤出清,拉滑道拉的要直.要正,以皮带不跑偏为准,拉完后松开链钩,将机组电控箱上的隔离开关断开。 3.加皮带架子安装皮带梁，加上下托辊： 拉完滑道后，及时加皮带架子，安装皮带梁，并按两串上辊一个底辊加好上下托辊, 保证皮带正常运转。 4. 信号联系皮带头开紧带车紧皮带: 上述工作完成后, 所有施工人员远离皮带,确认无人靠近皮带运转部位后,信号联系皮带头开紧带车,进行紧皮带,并且试运转,皮带的张紧程度以皮带能正常运转为宜，不要太紧，皮带运转正常后， 停皮带上好

19、皮带罩。 5. 看中线并勾划出巷道轮廓线： 循环切割前，必须由专人对激光指向仪所标定的中腰线进行核实，核实无误后，工作面由一人用直尺垂直立于顶板之下，光束照在直尺上，这时直尺的位置即为巷道中线位置，将中线用粉笔标在工作面，然后根据中线，勾划出巷道的轮廓线，并检查其规格，按中线将欠挖的地段重新开帮，达到规程要求的规格。 6. 进刀割煤: 进刀割煤前，司机必须检查机组的油位，操作手把的灵活性，各部位螺丝的紧固及紧停按钮等，开机组要鸣响警笛3分钟，喊开机组周围人员，确认安全后，方可按开机顺序进行开机，按永久支护间距确定进刀深度（永久支护间距0.9米，则第一刀深0.5M, 第二刀深0.4M）按巷道断面

20、要求确定切割滚筒左右终止位置保证巷道规格形状，在切割滚筒旋转的情况下，从左下角进刀，按由下而上横向切割，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转，割煤时，破装运三道工序由EBZ-260型机组完成，割煤时一刀压一刀，底板必须割平，严禁出现台降，两次截割够一米后，按停机顺序停机，将机组退出工作面，并将电控操作手把打到零位。施工人员站在有支护的地点进行安全检查，确认安全后，方可按临时支护方式上前探梁。 第三节 装载与运输 4.3.1 装载、运输及配套设备的名称、型号、安装位置： 机组落煤后经爬爪装载入第一输送机，配套设备拖移骑跨式转载机，SJP-1000胶带输送机，其桥式转载机与机组本体后托架相连，胶带输送

21、机安装在巷口位置与0.8米皮带相连。 运输方式全部为机械化运输，机械化程度100%装载、运输设备及运输方式序号设备名称型号数量安装位置运输方式运输距离备注1星 轮2机组铲煤板机械2第一输送机1机组本体上机械8M3桥式转载机1机组后机械12M4胶带输送机SJP10001巷口皮带头机械601000M4.3.2 材料等辅助运输采用轨道运输4.3.3 附运输系统示意图第四节 管线及轨道敷设 4.1.1 风筒、水管、缆线吊挂方式与工作面保持间距 风筒采用拉丝吊挂与顶板不大于0.5M, 吊挂在机组司机操作一侧与工作面保持510M距离。 排水管静压水管均采用铅丝吊挂,与顶板不大于0.3M, 吊挂在断面图对应

22、处，与工作面保持20M距离，三通接头与顶板水平，左右分开。 缆线采用电缆钩吊挂，电缆钩与顶板不大于0.5M, 吊挂在断面处对应处， 与工作面保持20M距离。 4.4.2 敷设轨道的型号, 中心线距、轨距、轨枕参数 敷设轨道的型号为8M长22Kg道，其中心线距见施工断面图，轨距为600MM，轨枕长1.2M, 轨枕铺设间距中中不大于1.0M。4.4.3 附管线及轨道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距离轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨道22KgM850M1.0M5MM不超10MM2风筒=1000mmM10拉丝吊挂5-10M3水管=50MMM6铅丝20M4缆线各种电缆电缆钩吊挂20

23、M第五节 设备及工具配备4.5.1 设备及工具配备表:设备名称型号功率数量工具名称数量机组EBZ-132260KW1撬棍2转载机转载机7.5KW1大锤2输送机SJP-1000125KW2钎杆4液压机350型7.5KW1镐锹各8局扇FBD.No6.345KW2连接环12绞车JD-11.411.4KW2砂箱3移变KEGBSY-500500KVA1灭火器4第五章 生产系统第一节 通风5.1.1 掘进工作面风量计算: 1、按人数计算： 则 Q掘=4n 得Q掘=430=120M3/Min 式中n人数 Q掘掘进工作面所需风量 2、掘进工作面最低需要风量 Q=SV 式中Q掘进工作面最低需要风量，m3/min

24、 S掘进巷道断面 ，取19.76 m3/min v掘进工作面最低风速，按15 m/min 故：Q=SV=19.7615=296.40 m3/min3、按瓦斯涌出量计算：（低瓦斯也要验算） 因本矿井为低瓦斯，掘进工作面正常施工时无瓦斯涌出，故不需要进行验算。4、按二氧化碳绝对涌出量进行验算： 据煤矿安全规程，第一百三十六规定，采掘工作面回风流中二氧化碳浓度不超过1.5%进行验算：qc02/ Q掘 =0.07/296.40=0.0002361.5%5.1.2 掘进工作面风量验算：1、风筒摩擦风阻 直径1000mm胶质风筒。Rp6.5PL/（d5）式中 Rp风筒摩擦风阻，NS2/m8；p风筒摩擦阻力

25、系数，按最大取0.0032N.S2/m4；L风筒最大供风长度，2600m；d风筒直径，1.0m。得Rp=6.5PL/（d5）=54.08NS2/m82、最大通风风阻 R=Rp式中 风阻附加系数（风筒及巷道局部风阻等），取1.2。得R=Rp=64.90NS2/m83、按最高风速验算：Q掘24019.76=4742M3/Min 5.1.3 确定掘进工作面实际需风量以上面计算值可知, FBD.NO.7.5 245KW对旋局扇，理论风量为840 M3/Min，备局与主局为同类型，可满足施工需要，若风量不满足施工需要时再改用大功率局扇。 5.1.4 局部通风机的安装地点及通风方式:在南辅助运输大巷贯通后

26、，局部通风机安装在距5101巷开口处退后20米的南辅助运输大巷内， 通风方式为压入式。5.1.5 通风系统:南辅助运输大巷局扇通过风筒到工作面南辅助运输大巷东回风石门副立井临时抽风机地面。第二节 瓦斯防治 我矿属低瓦斯矿井,在掘进过程中保证正常通风就行，不需要设置抽放瓦斯装置，其它执行本规程第七章第一节一通三防中关于瓦斯预防安全组织措施。第三节 综合防尘 5.3.1 巷内防尘供水水源来自于地面水源井, 供水管系统经副斜井井筒到南辅助运输大巷然后延接到5101巷工作面供水, 机组切割必须有喷雾洒水装置, 同时使用好工作面水幕和各转载点的洒水装置,打眼采用湿式作业, 并定期冲洗巷帮, 其它执行本规

27、程第七章第一节一通三防中关于防尘安全组织措施。 5.3.2 附防尘系统示意图第四节 防灭火要求皮带头配备灭火器材，砂箱一个存0.5M3的灭火砂, 两个合格灭火器, 锹镐各一把, 水桶、长钩各一个，均放在皮带头人行道一侧外部5M处，其它执行本规程第七章第一节一通三防中关于火灾预防处理中有关规定。第五节 安全监控 5.5.1、掘进工作面回风流中瓦斯不得超过1%，二氧化碳浓度不得超过1.5%,否则立即停止工作撤出人员, 巷内必须设置”瓦电闭锁”装置, 能在瓦斯超限后立即切断巷内供电电源。 5.5.2、巷内必须设置瓦斯自动监测仪，且安设在距顶板不大于0.3M距煤帮不小于0.2M, 距工作面端头不超过5

28、M的回风流一侧, 且班班向前移动，班组长和司机必须携带瓦斯便携仪配合工作面瓦斯自动监测仪进行安全监控。 5.5.3 附：通风监测仪表布置示意图第六节 供电6.6.3、供电采用双回路闭环供电，主回路来自副立井井下临时变电所6KV高压经一台PBG-200/6I型高压隔爆型真空配电装置输出；采用一条MYJV335长1000米高压电缆送到5101巷口200A总高压真空配电装置输出后经过一台200A矿用隔爆型高压真空配电装置送进移变将电压变为1140V给掘进机供电。另一路总高压配电装置输出经一台100A矿用隔爆型高压真空配电装置输出带一台KBSG-600/6型矿用变压器将电压变为660V经低压配电开关分

29、别给两台275KW胶带输送机、照明系统、及其它备用开关供电。5.6.8 供电系统图第七节 供水、排水5.7.1 供水 静压水副斜井井筒井底车场南辅助运输大巷工作面。 5.7.2 排水 巷内低洼处积水采用风动泵, 经2寸胶质软管排入井底临时水仓内, 在经排水大泵配合直径108钢管排至地面排水沟内。 5.7.3 附 供水、排水系统示意图第八节 运 输 5.8.1 运煤系统: 机组掘进切割的煤EBZ260星轮第一输送机桥式转载机SJP-1000型可伸宿胶带输送机辅运一石门SJP 00皮带至副立井箕斗地面 5.8.2 运料系统: 地面的料副斜井井底车场南辅助运输大巷工作面。 5.8.3 运输方式及设备型号: 运煤方式为机械化皮带运输, 运料方式为物料设备电瓶车配合矿车经巷内轨道运输, 其设备型号为工作面输送机为SJP-1000型 附运输系统示意图第九节 照明、通讯和信号 5.9.1 照明设施、位置： 工作面照明采用EBJ-260机组上所按设的前后照明灯 工作面巷口照明采用127V照明综保配照明防爆灯管，设在皮带头30M范围，防爆灯管按间距30M按设一根吊挂在巷中顶板0.2M处。 5.9.2 通讯设施、电话位置： 在巷内设两部防爆电