综掘工作面作业规程.docx

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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1600ｍ.

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：

98018'20''。

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5.3ｍ，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，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/3.6m

m2

m2

m

18.71

19.2

12.58

锚杆、锚索支护、矩形

30

矩形

800*900

2950

1750

7500

3600*1700

17.8

17.7

2

三、具体参数选择：

1、采用锚杆、金属网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距0.8×0.9米。

（1）、顶部锚杆采用Φ20mm的螺纹钢制成，长度为3000mm。

下帮采用Φ18mm的螺纹钢制成，长度为1800mm的锚杆。

上帮采用Φ18mm,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Φ15.46mm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CK2350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3800×300×50㎜,

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+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°-ω帮/2）]/f顶

式中B、H——巷道掘进跨度和高度，B=5.2m，H=3.6m；

f顶——顶板岩石普氏系数，f顶取2.5；

ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取68.19°

b=[5200/2+3600×tan（45°-68.19°/2）]/2.5=1317mm

C=3800×tan（45°-68.19°/2）=693.5mm

L3=dat/4tc=20×350/4×2.5=0.7m

L3——锚入岩（煤）层内深度，m。

d——锚杆直径，cm

at——杆体材料的设计抗拉强度.MPa

tc——锚杆与砂浆的粘结强度：

园钢tc≈2.5MPa,螺纹钢tc≈5.0MPa。

依据上述公式计算得出：

顶锚杆长度2017mm；帮锚杆长度732.1mm，实际顶锚杆长度3000mm；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（80KN）＞2G（32.95KN）

反算锚杆间、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=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/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——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m；

γ——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；

θ——锚杆与巷道顶板的夹角，75°；

L=1×1860/[5.2×2.6×26.7-（2×80×sin75°）/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3800×300×50㎜,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（φ20×3000mm），间、排距800×900mm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（φ18×1800mm），上帮布置5根树脂锚杆（φ18×1800mm），间、排距800×900mm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（φ15.24×7300mm）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3.6×1800mm，锚索采用树脂锚固剂（每孔4支CK2350）锚固。

锚索的外露长度≤300mm，其偏差在±50mm之间。

（三）巷道的电缆吊挂采用金属锚杆（φ18×1000mm），间距为1500㎜；水管的吊挂采用金属锚杆（φ18×1000mm），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，3～5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。

（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：

①支护的质量、数量是否符合规程要求。

②瓦斯探头是否到位。

③内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。

④进行机组截割。

每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4ｍ，每循环内的作业顺序是:

当割至距锚杆2.4ｍ,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ＭＹＴ-160Ｃ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10ｍ，电缆钩挂在巷道右帮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100—150㎜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

EBZ132

182KW

1台

铁锹

把

6

胶带输送机

DTL80/40/2*55

55KW

1台

大锤

把

2

通风机

FBDNO7.1

2X30KW

2台

吊链

个

2

水泵

潜水排砂泵

4KW

4

专用工具

套

2

锚杆钻机

ＭＹＴ-150/320Ｃ

2台

信号综保

BXZ-2.5KVA

1

煤电钻

MZ-1.2

1.2kw

2台

信号线

m

1600

张拉仪

SL-50T

1台

激光指向仪

个

1

水管、压风管

Φ50

1100

掘进机总体技术参数表表四

机械名称

单位

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

Mpa

≤70

油泵电机

爬坡能力

度

±18

高度

ｍ

1.55

供电电压

V

660/1140

长度

9.1

截割头伸缩量

mm

500

宽度

2．6

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

4．9

截割头转速

Rpm

47/23

最大卧底量

0.27

掘进机重量

T

36.5

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

φ800㎜

节

160

逢环必挂

不大于5ｍ

2

静压水管

φ50×1600

根

267

悬吊

不小于10ｍ

4

压风管

φ50×1600

根

267

悬吊

不小于10ｍ

5

电缆

70㎜2

ｍ

1600

悬吊

跟掘进机

6

电缆

50㎜2

ｍ

1600

悬吊

跟掘进机

7

电话线

ｍ

1600

悬吊

跟掘进机

8

监测线

ｍ

1600

悬吊

跟掘进机

9

信号线

ｍ

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=100×T×Q瓦×K掘通/（20×60）

=100×296×0.7×1.8/（20×60）=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1.8

QCH4—为掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.7m3/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进工作面供风，局部通风机实际吸入风量385～670m3/min，取480m3/min。

Q掘=Qf×I×K=480×1×1.2

=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=4×Njm3/min

=4×10=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=9.6m3/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=15×S=15×19.2=288m3/min=4.8m3/s

式中：

S—为掘进工作面的平均断面积，取19.2m2

按最高风速计算，工作面最大风量为：

Q2=240×S=240×19.2=4608m3/min=76.8m3/s

式中：

S—为掘进工作面平均断面积，取19.2m2

4.8m3/s>10m3/s>76.8m3/s。

通过上述计算和风速验算掘进工作面的风量为10m3/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0.25ｍ/s。