综掘工作面作业规程.docx

1、综掘工作面作业规程第1章 概 况 第一节 概 述一：井巷的名称、长度、用途、坡度、方位、服务年限，开竣工时间 1、1E401工作面运输顺槽。 2、1E401工作面运输顺槽设计长度为总长1600. 3、该巷道用于1E401工作面的主要运输和设备列车的安设。 4、沿煤层底板掘进；方位：9801820。 5、服务期限为1E401回采工作面回采结束。 6、1E401工作面运输顺槽巷于二0一二年十二月开始掘进，预计二0一四年三月竣工。 第二节 编写依据一、cc煤矿90万吨矿井精查地质报告。二、B4煤层东翼1E401工作面施工设计图。 三、有关的矿压观测资料。四、相关的技术规范。 五、煤矿安全规程2011

2、版。六、xx煤矿初步设计七、煤矿井巷工程质量检验及评定标准八、已施工完的B4煤层西翼1W401工作面收集的地质资料。九、2011年12月28日的矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告。十、煤层自燃发火期和煤尘爆炸性鉴定报告。第三节 矿压观测资料 现生产1W401工作面掘进和生产时收集的矿压观测资料，但由于本工作面是东翼下山的第一个采区，没有进行过矿压观察。在掘进时要及时进行锚杆、锚索拉、拔力测定，并安装好顶板离层仪，对顶板离层情况进行观察，以便对下一个工作面掘进提供矿压资料。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面位置 1E401工作面运输顺槽地面位置位于

3、井田东部山坡地带，无任何建筑物，也无河流通过。二、井下位置 1E401工作面井下位置：南邻老采空区，东面为井田边界，北部为实体煤，西面为1W401工作面。3、附平面布置图：第二节 煤（岩）层赋存特征 1.本面煤层赋存稳定，煤厚变化不大，平均厚度为5.3，结构单一；煤层在本面发育较为均匀，煤层倾角为130。 2、煤层结构柱状图： 第三节 地质构造 受区域单斜构造控制，本矿井田总体为由南向北的缓倾斜的单斜构造，倾向1。-10。，倾角12。-17。，地层产状呈东缓西陡，浅部稍缓，深部约陡的变化特点。地表及矿井均未发现较大的褶曲及断裂，因此，井田属构造简单区。 从现生产1W401工作面和+1565水平

4、收集资料分析，该巷道不会出现2.5米以上的断层。该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂，节理发育，裂隙多、富含水。由于该巷道沿煤层顶板掘进，因此在掘进过程中常常会遇到顶板裂隙、破碎带、顶板淋水。第四节 水文地质1、水文： 据有关资料反应，贯穿井田南北的西沟河的径流量为0-360m3/h。由于西沟和垂直切割产状平缓的地层，并途径火烧区，为井田地下水的主要补给源。 井田内的大气降水是井田地下水的另一来源。 火烧层是井田地下水形成的主要途径之一。火烧区：距地面地质调查、矿井测量，结合邻区矿井调查，井田内3层可采煤层在地表浅部有不同程度的火烧，在回风石门的东南端（1620m水平）B3煤层火烧区已与西沟小河贯

5、通形成较大水流，说明最低火烧标高低于1620米水平，推测火烧垂深在30-150米之间，主要可采煤层B4、B3和B2因煤层厚度较大，多形成厚度较大的火烧区，B3煤层最大火烧垂深为150米。从已有资料分析，火烧区总体呈东高西低的变化趋势，因各煤层火烧强弱不一，形成的火烧深度也不尽相同。不同地段被不同程度火烧后，形成深浅不一的火烧洼地，这些低洼地带成为火烧区裂隙潜水的有利聚集部位。采空区： 根据矿相关资料显示，在缓坡斜井东面有不同程度的采空区，这些不同程度的采空区，也将成为裂隙潜水的有利聚集部位，在掘进时，应采取提前探水、防水措施，避免井巷突发性涌水。 因此在施工时注意观察顶板淋水，底板涌水等现象，

6、发现异常及时向有生产部门汇报，及时安泵排放巷道低洼处积水。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置及掘进 1E401工作面运输顺槽布置于B4煤层，巷道要求沿B4煤层顶板掘进，掘进时巷道顶底板要截割平缓，严禁出现高低凸凹现象。二、巷道规格尺寸1、B4煤层1E401工作面运输顺槽设计为矩形断面。宽：5.2m，高3.6m。2、巷道设计断面图： 1E401工作面运输顺槽断面图第二节 矿压观测 巷道每向前掘进30米，安装一组顶板离层监测仪，并作数据分析表，定期审查，及时修改支护。 在距掘进工作面50米范围的顶板离层监测仪，观察次数一般1次/2天，其他范围内的，一般每7天观察1次。第三节 支

7、护设计考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度，结合我矿1W401工作面两顺槽和+1565水平巷锚杆支护经验，初步确定1E401运输巷道选用矩形断面，采用锚杆、锚网及锚索联合支护。一、 支护断面图：二、支护参数表:巷道基本情况支护方式锚杆支护锚索支护每米材料消耗净断面毛断面周长支护形式及断面形状外露长度(mm)排列方式间排距(mm)顶锚深(mm)帮锚深(mm)锚深（mm）间排距(mm)锚杆托板(根)锚网m2/m锚索托板根/3.6mm2m2m18.7119.212.58锚杆、锚索支护、矩形30矩形800*9002950175075003600*170017.817.72三、具体参数选择：1、采用锚杆、金属

8、网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距0.80.9米。（1）、顶部锚杆采用20mm的螺纹钢制成，长度为3000mm。下帮采用18mm的螺纹钢制成，长度为1800mm的锚杆。上帮采用18mm,长度为1800mm的树脂锚杆。（2）、托板用5mm厚的钢板制成120mm*120mm的凸形托板。（3）、锚索采用15.46mm的钢绞线，长度为7800mm。（4）、锚索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。（5）、顶部采用CK2350和CK2330每眼各1卷快速锚固剂，两帮采用CK3535快速锚固剂，每眼2卷。（6）、锚索采用CK

9、2350快速锚固剂，每眼4卷。（7）、金属网要求用10号铁丝编制成宽2米，长9米的菱形金属网,网孔直径30mm，支护时网横着铺。两网搭接不得小于100mm，每20cm必须用铁丝进行连接，并用锚杆压紧。四、临时支护的形式：采用前探梁作临时支护。使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点以锚索排距为准3.6m,挂在2排4根锚索上，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁用直径为50mm,长度为7.5米的无缝钢管，背板数量不少于8块，规格为380030050,详见工作面临时支护示意图。五、巷道锚杆、锚索支护设计计算:（一）采用计算法校核支护参数 1、达到支护效果的条件，应满足： L L1

10、+ L2 + L3 式中 L 锚杆总长度，m； L1 锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取50mm）； L2 有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m； L3 锚入岩层内深度（顶锚杆取0.7m，），m。普氏免压拱高：b = B/2 + H.tan(45-帮/2)/f顶式中 B、H 巷道掘进跨度和高度，B=5.2m，H=3.6 m； f顶 顶板岩石普氏系数，f顶取2.5； 帮 两帮围岩的内摩擦角，帮取68.19 b = 5200/2 + 3600tan(45-68.19/2)/2.5 = 1317mm C = 3800 tan(45-68.19/2) = 693.5 mmL

11、3=dat/4tc =20350/42.5=0.7mL3锚入岩（煤）层内深度，m。d锚杆直径，cmat杆体材料的设计抗拉强度.MPatc锚杆与砂浆的粘结强度：园钢tc2.5MPa,螺纹钢tc5.0MPa。依据上述公式计算得出：顶锚杆长度2017 mm；帮锚杆长度732.1mm，实际顶锚杆长度3000 mm；帮锚杆长度1800mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合要求。 2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：每根锚杆悬吊岩体重量 G = rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K，取K = 2。实际Q（80 KN） 2 G（32.95 KN）反算

12、锚杆间、排距 a = （Q / KrL2）0.5 = 1.214m实际所选锚杆间排距为800*900mm均小于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。（二）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。 L = n F2/BH- （2 F1sin）/ L1式中 L 锚索间距或排距，m； B 巷道最大冒落宽度，取5.2m； H 巷道

13、冒落高度，按最严重冒落高度取2.0 m； 岩石容重，26.7KN/m3； L1 锚杆排距0.9m F1 锚索锚固力，80KN； n 锚索排数，取1。F2 锚索极限承载力，取1860KN； 锚杆与巷道顶板的夹角，75； L = 1 1860/5.2 2.626.7- （280sin75）/ 0.9=9.829m通过公式计算，锚索排距为9.829米，实际间距为3.6米小于计算长度。因此，实际所选锚杆间排距符合要求。 第四节 支 护 工 艺 一、临时支护的施工工艺 锚网支护时，掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，将前探梁前串。 二、临时支护的质量要求 采用前探梁作临时支护。使用

14、吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点以锚索排距为准3.6m,挂在2排4根锚索上，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁用直径为50mm,长度为7.5米的无缝钢管，背板数量不少于8块，规格为380030050,详见工作面临时支护示意图。三、永久支护材料及规格： （一）锚网支护 1、顶板锚杆布置：5.2米宽的矩形断面，锚杆布置7根等强螺纹钢锚杆（203000mm），间、排距800900mm树脂锚固剂CK2350和CK2330每孔各1支。锚网为用10号铁丝编制成宽2米，长9米的菱形金属网,网孔直径30mm。两网连接要用12号直径相同的铁丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm，每

15、20cm用铁丝进行连接并用锚杆压紧。 2、帮部锚杆布置：5.2米宽的矩形断面、高3.6m，下帮布置4根等强园钢锚杆（181800mm），上帮布置5根树脂锚杆（181800mm），间、排距800900mm树脂锚固剂CK3535每孔2支。锚网为用10号铁丝编制成宽1.9米，长9米的菱形金属网,网孔直径30mm。两网连接要用12号直径相同的铁丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm，每20cm用铁丝进行连接并用锚杆压紧。 （二）顶板锚索（15.247300mm）按巷道中线率3.6m布置2根，锚索在巷前呈矩形排列,间、排距3.61800mm，锚索采用树脂锚固剂(每孔4支CK2350)锚固。锚索的

16、外露长度300mm，其偏差在50mm之间。 （三）巷道的电缆吊挂采用金属锚杆（181000mm），间距为1500；水管的吊挂采用金属锚杆（181000mm），间距为3000，采用柔性钢丝绳吊挂。四、工作面空顶距： 每班巷道按0.8米的截深割2刀后，就停止掘进，机组后退，将顶帮隐患处理后，搭好稳固的工作平台，先移前探支护，然后在前探支护的掩护下进行锚杆枝护，永久锚杆支护距工作面最大距离不得超过2.4米。五、永久支护施工工艺 综掘机将工作面上部掘出后停止掘进机运转，并做好临时支护后，将锚(索)杆机搬至迎头，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，由班组长点准锚杆位置后,开动锚杆机打锚杆眼，打眼时一人扶锚杆

17、机手把操作,一人扶钎稳钻杆并换钻具, 中间一根或两边锚杆眼打齐后,铺网按中线上，安装好锚杆安装器, 开动锚杆机，用组装好的锚杆将2卷树脂药卷送入锚杆眼底，用锚杆机带动锚杆搅拌15-30秒，搅拌先慢后 快（送入孔底后搅拌时间不小于10秒）严禁把锚杆直接顶入眼底不搅坢或搅拌时间不够即停机，35分钟后用锚杆机拧紧螺母垫片变形为止。打其它眼孔完成顶部一排锚杆的全部安装。1小时后用预紧力扳手对安装好的锚杆进行再次预紧和检验。一排施工完后再施工下一排,每循环顶部支护完好后再拆除临时支护的带帽点拄,帮部锚杆滞后迎头不超过4排锚杆，用风镐或手镐将帮裁齐，找准锚杆眼位置，用煤电钻打锚杆眼，眼打齐后应用扫眼器清除

18、煤粉，铺网，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器，开动煤电钻搅拌，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。打锚索时，先找准锚索设计位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需使用套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索时应注意轻送，防止将药卷在眼的下部即被弄破，药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于50秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），待树脂凝固后取出搅坢器。半小时后上托盘及锁具，最后用SL-50T型锚索张拉仪张拉锚索线,油泵达到30Mpa以后方可回压卸下千斤顶。锚索锁定后的预紧力不小于80KN，锚固力100KN。锚索施工时必须按照设计布置方式，距

19、迎头不得超过2排。六、树脂锚固剂存储和使用应遵守的规定（1）该工作面使用锚固剂的型为CK2350、CK2330、CK3535三种。（2）、必须在4-25的避光防水气库内储存。（3）、安装前，先检查树脂锚固剂性状。严禁使用过期、破碎等变质失效的锚固剂。（4）、井下运输存放应避免受压、受折、受热，已破碎或废弃的要挖坑掩埋或妥善处理。（5）、锚固剂中的固化剂有腐蚀性，施工人员的皮肤应避免直接接触固化剂与树脂搅混。如不慎接触到皮肤和眼睛，要立即用清水冲洗。（6）、严禁接触明火。（7）、搅拌时间15-30s，等待时间60-180s。（8）、按设计要求放置药卷数量和顺序。 七、有关几点技术要求（1）、锚杆

20、孔钻眼完毕后，应用压水冲洗钻眼，将煤（岩）粉消除干净。在煤或软岩中打眼，煤电钻不许采用拉钻杆，防止扩大孔径。（2）、安装锚杆前，必须用锚杆量好眼深，并在锚杆上做好记号。（3）、使用中速锚固剂，一般缓推猛搅，逐渐将杆体送到眼底，使用中速或快速锚固剂时，要快推猛搅，迅速将杆体送到眼底。（4）、锚索药卷搅拌时，边推边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间在15-30s，搅拌停止后等待时间60-180s。（5）、严禁用锚杆钻机将锚杆插入眼底再对药卷进行搅拌。八、支护质量要求1、永久支护离工作面最大距离2.4米2、锚杆支护要求（1）、严格按照中线的排间距布置锚杆，锚杆排间距误差为100mm。

21、（2）、锚杆与顶板夹角不小于75。（3）、单垫双帽，外露长度30-50mm。（4）、锚杆螺丝必须上紧，使用力矩搬手紧固，其紧固力不得低于15kg/m。（5）、锚杆质量定期抽查，每300根抽查一组，每组10根，每根锚杆不少于15Kg/m，如发现锚固力上不去，应找到原因，重新补打锚杆。 施工工艺第一节 施工方法 1E401工作面运输顺槽在施工中沿B4煤层底板掘进，使用EBZ132掘进机进行切割，用皮带装载运煤，支护方式为锚网、锚杆加锚索。第二节巷道的施工工艺过程 交接班后，班组长、安全员、共同进入工作面进行安全检查，发现问题及时处理，只有确定工作地点安全可靠后，进行例行的各项检查工作：支护的质量、

22、数量是否符合规程要求。瓦斯探头是否到位。内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。进行机组截割。每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4，每循环内的作业顺序是:当割至距锚杆2.4,必须停止掘进,进行安全检查后，进行铺网、联网，最后将两根掩护式前探推入工作面，将挑杆搭在前探梁之间；然后用木楔刹紧背牢。根据支护要求号眼，先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入，用单垫双螺母拧紧。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后开始打帮锚，支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。标注眼位、支护锚杆，支护锚索必须在前探梁的临时支护下进行。特殊地段，根据前探梁距顶板的高度采用相应厚度的刹顶木。每个小班结

23、束后，不安全隐患当班处理，否则向下班交接清楚，下班处理上班遗留问题和安全检查后仍按以上工艺再进行作业。第三节截割顺序和方法一、截割机具和钻眼机具使用EBZ132型掘进机掘进，打眼支护使用-160型液压锚杆钻机进行。二、机组截割顺序、方法1、开启跟机皮带合上电控箱操作手把拉出操作箱紧停按纽将支护开关拔至“运行”位置按压警铃发出开机信号在信号发出30S内启动油泵电机在油泵电机启动18S启动截割电机。2、采用水平切割方法，切割头逆时针旋转，等整个系统正常后，按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀，钻入600后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下做为后支撑点进行切割，要求

24、顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割够矩形断面的设计标准。 1E401工作面运输顺槽截割示意图 第四节 装载与运输装煤使用机组铲板耙爪将煤耙掘进机二运顺槽胶带输送机运输上山胶带输送机主斜井胶带输送机地面。附图：运输系统图第五节 巷道施工要求及管线布置一、巷道施工要求 巷道断面为矩形，巷道掘进必须按给定的偏中线掘进，偏中线至一帮的距离与设计偏中线的误差允许100之间。 施工时必须沿煤层底板板掘进，巷道高度偏差与设计误差为100。二、管线吊挂 巷内所有管线一律进行吊挂：要求风筒挂在巷道右帮2米以上，静压水管和压风管挂到左帮巷道底板以上0.3米以上、静压水管和压风管接通到距工作面不小于10，电缆钩挂

25、在巷道右帮1.8米以上并固定锚杆上，电缆挂在电缆钩上，高压在下，低压在上，电缆间距按100150悬挂。（详见管线悬挂断面图）第六节 设备及工具配备设备及工具配备表 表三机械名称型号功 率数 量工具名称单 位数 量掘进机EBZ132182KW1台铁 锹把6胶带输送机DTL80/40/2*5555KW1台大 锤把2通风机FBDNO7.12X30KW2台吊 链个2水 泵潜水排砂泵4KW4专用工具套2锚杆钻机-150/3202台信号综保BXZ-2.5KVA1煤电钻MZ-1.21.2kw2台信号线m1600张拉仪SL-50T1台激光指向仪个1水管、压风管501100 掘进机总体技术参数表 表四机械名称单

26、位参数机械名称单位参数掘进机KW掘进断面形状任意切割电机经济切割煤岩硬度Mpa70油泵电机爬坡能力度18高 度1.55供电电压V660/1140长 度9.1截割头伸缩量mm500宽 度26喷雾防尘内、外喷雾最大掘进高度4.4截割头形状圆锥台式最大掘进宽度49截割头转速Rpm47/23最大卧底量0.27掘进机重量T36.5铲板宽度3.2管线敷设方式表 表五序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风 筒800 节160逢环必挂不大于52静压水管501600根267悬 吊不小于104压风管501600根267悬 吊不小于105电 缆70 21600悬 吊跟 掘 进 机6电 缆5021600悬

27、吊跟 掘 进 机7电话线1600悬 吊跟 掘 进 机8监测线1600悬 吊跟 掘 进 机9信号线1600悬 吊跟 掘 进 机第五章 工作面通风及瓦斯监测监控第一节 通风一、风量计算1：按瓦斯涌出量计算：Q掘=100TQ瓦K掘通/(2060) =1002960.71.8/(2060)=42.27m3/min =0.70m3/s式中：K掘通为掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8QCH4为掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.7 m3/min。T为掘进工作面日掘进煤量,296t/d。2、按局部通风机的实际吸风量计算： 根据井下掘进工作面的实际需要，选FBDNO7.1型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机为掘

28、进工作面供风，局部通风机实际吸入风量385 670m3/min，取480 m3/min。Q掘=QfIK=48011.2 =576m3/min =9.6m3/s。式中: Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/S。 Qf掘进工作面局部通风机额定风，m3/min。1掘进工作面同时用局部通风机的台数，1台。K为防止局部通风吸环循风的风量备用系数，有瓦斯涌出的取1.2。3、按工作面同时工作最多人数计算：Q掘=4Nj m3/min =410=40.00m3/min=0.67m3/S式中：Nj为掘进工作面同时工作最多人数，10人。 通过上述3种方法计算取最大值,掘进工作面的风量为=576m3/min =9.6

29、m3/s，取10m3/S。4、按风速进行验算：掘进工作面风量取以上计算的最大值10.00m3/S按最低风速验算，工作面最小风量为：Q1=15S=1519.2=288m3/min=4.8 m3/s式中：S为掘进工作面的平均断面积，取19.2 m2按最高风速计算，工作面最大风量为： Q2=240S=24019.2=4608m3/min=76.8 m3/s式中：S为掘进工作面平均断面积，取19.2 m24.8 m3/s10m3/s76.8 m3/s。通过上述计算和风速验算掘进工作面的风量为10 m3/S符合煤矿安全规程要求。二、通风系统图及通风系统：1、局部通风机安装地点 局部通风机应安装在缓坡副斜井距掘进工作面回风口10m以外的新鲜风流中，供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道最低风速不得低于0.25/s。2、通风系