XXXX材料道主切眼掘进作业规程.docx

XXXX材料道主切眼掘进作业规程.docx

《XXXX材料道主切眼掘进作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《XXXX材料道主切眼掘进作业规程.docx（74页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

XXXX材料道主切眼掘进作业规程

目录

第一章工程概况……………………………………………………………..3

一、工程项目…………………………………………………………….3

二、施工和作业规程编写依据………………………………………….3

三、施工说明…………………………………………………………….3

第二章工作面地质概况……………………………………………............4

一、地质说明书………………………………………………………….4

二、7519B综放工作面材料道综合柱状……………………………..…..5

第三章巷道布置平、剖面图………………………………………………..6

第四章巷道断面规格及永久支护形式…………………………………….8

第五章巷道临时支护形式及使用说明…………………………………….10

一、锚网支护临时支护形式……………………………………………10

二、架棚支护临时支护形式……………………………………………12

第六章巷道锚网索支护设计.........................................................................14

一、锚网索支护设计的基本参数............................................................14

二、围岩类别的确定……………............................................................14

三、锚杆支护设计………………………………………………………15

四、锚索设计……………………………………………………………16

第七章切割方法及切割路线图…………………………………………….18

一、切割程序的确定……………………………………………………18

二、切割方法及切割路线图……………………………………………19

第八章劳动组织及循环图表………………………………….………….20

一、劳动组织………………………………………….………………...20

二、循环图表………………………………………….…..…………….21

第九章掘进局部通风及“三防”设计……………….……………………...22

一、局部通风机型号选择………………………………………………22

二、局部通风机安装位置选择…………………………………………24

三、局部通风机安装要求………………………………………………25

四、风筒安装要求………………………………………………………25

五、防灭火………………………………………………………….........26

六、防治瓦斯……………………………………………………….…....27

七、防治粉尘………………………………………………………….....28

八、安全监测………………………………………………………….....30

第十章主要生产系统………………………………...……………………...35

一、通风系统……………………………………………..……………...35

二、运输系统……………………………………………………..……...37

三、排水系统……………………………………..……………………...37

四、供电系统………………………………………………..…………...39

第十一章机械设备配备表…………………………………..…………......40

第十二章主要技术经济指标…………………………..………………......42

第十三章工程质量和施工技术要求……………………………………....43

第十四章施工安全技术管理措施……………………………………......47

一、安全管理制度……………………………………………………….47

二、顶板管理措施…………………………………………………….....48

三、机电设备使用和管理措施……………………………………….....50

四、运输管理措施…………………….………………………………....52

五、锚网支护技术安全措施………….………………..…………....55

六、综掘机660V安全供用电管理的技术安全措施………………....56

七、停、复工安全技术措施………………………..……….…….….....56

八、起吊重物技术安全措施…………………………………………….57

九、冒顶常规处理方法……………………………………………….58

十、防止大角度仰掘片帮伤人的安全注意事项………………………58

十一、锚杆拉拔力实验…………………………………………………59

十二、东七轨道猴车使用的安全注意事项…………………………59

第十五章灾害预防和避灾路线图…………………………………….…….61

第十六章危险源辨识…………………………………………….………….63

第一章工程概况

一、工程项目

7519B综采放顶煤工作面掘进施工

二、施工和作业规程编写依据

1、《煤矿安全规程》（2009年版，自2009年7月1日起施行）

2、《江苏煤矿安全技术操作规程》（2003年版）

3、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》及执行说明

4、中煤集团大屯煤电（集团）有限责任公司《采掘技术管理规定》

5、《东三采区7519B综采放顶煤工作面设计》（2010年2月1日）

6、姚桥煤矿《采掘技术和安全质量标准化管理办法》

三、施工说明

1、7519B综采放顶煤工作面材料道、主切眼工程量520米，矩形断面，采用锚网索支护。

巷道施工采用EBZ135掘进机破煤岩，过断层岩石较硬不利于经济切割时，采用放松动炮方式破岩，QZP-160桥式转载机跟SJ-80皮带机、SGW-40溜子出煤，MQT-120J锚杆机施工顶锚杆，ZM-90-I风煤钻施工帮锚杆，辅助运输采用调度绞车和JWB-8无极绳连续牵引车运输。

2、施工地点及位置：

东三采区。

3、层位控制：

1）7519B材料道在E、F测点间距E点24米处开门，开门施工15米平台后按3°下山施工直到拐弯后20米再视现场情况确定跟煤角度。

2）7519B材料道施工见东三放水巷就按12°下山施工，根据地质资料穿越F149断层后方可追上7煤底板，施工遇F153断层立即按12°上山穿越F308断层再跟上7煤。

3）从上向下施工主切眼遇F153断层后与7519B溜子道实行强行贯通，预计贯通角度为13。

4、切眼上、下口加固及主切眼与溜子道贯通，届时根据现场情况，另行编制施工技术措施。

第二章工作面地质概况

一、地质说明书

二、7519B综采放顶煤工作面综合柱状

第三章巷道布置平、剖面图

详见《东三采区7519B综采放顶煤工作面设计》（2010年2月1日）

第四章巷道断面规格及永久支护形式

一、7519B材料道锚网索断面

1、7519B材料道沿右帮1200mm中线施工。

2、沿7#煤底板掘进，右帮破底板0~400mm作为沿底板标志。

3、巷道净断面积11.2m2，掘进断面积12.6m2。

4、支护形式为锚网（索）支护，

顶网铺设点焊网WH2150*1100/80*80/6/780，

两帮铺设复合网WGS3200*1100/50*50/6/0.6/1760。

5、顶钢梯梁为LT4000*60/900/10/350；两帮使用钢梯梁LT3200*60/800/10/350。

6、联网采用14＃双股铁丝隔孔联网，网间搭接长度不小于100mm。

7、圆木信号点柱每10排布置一根，顶板压力大时打密集点柱加强支护。

二、7519B主切眼锚网索断面

1、7519B主切眼沿7#煤底板掘进，左帮破底板0~400mm作为沿底板标志。

2、巷道净断面积9.45m2，掘进断面积10.56m2。

3、支护形式为锚网（索）支护，

顶网铺设点焊网WH2150*1100/80*80/6/780，

两帮铺设复合网WGS3200*1100/50*50/6/0.6/1760。

5、顶钢梯梁为LT4000*60/900/10/350；两帮使用钢梯梁LT3200*60/800/10/350。

6、联网采用14＃双股铁丝隔孔联网，网间搭接长度不小于100mm。

7、圆木信号点柱每10排布置一根，顶板压力大时打密集点柱加强支护。

三、7519B材料道过断层、破碎带及矿压应力显现区域采用锚架联合支护

1、7519B材料道架棚沿右牙口900mm中线施工。

2、沿7＃煤层底板掘进，右帮破底板0~400mm作为沿底板标志。

3、巷道净断面积12.04m2，掘进断面积10.14m2。

4、顶网铺设点焊网WH2350*1000/80*80/6/780；

5、顶钢梯梁为LT4000*60/900/10/350；

两帮铺设复合网WGS3200*1000/50*50/6/0.6/1760。

6、联网采用14＃双股铁丝隔孔联网,网间搭接长度不小于100mm。

7、架棚棚梁为：

3.4m，棚腿为：

2.9m，顶为6块背板，两帮各为4块背板。

第五章巷道掘进临时支护形式及使用说明

一、锚网（索）支护临时支护形式

1、锚网支护临时支护形式采用三根3.0米长2寸厚壁钢管、通过专用吊环基于支护顶锚杆的插杆悬臂式前探梁。

2、锚网支护前探梁的使用方法和操作顺序为：

掘进机切割完毕（或支护好一排后）→进行敲帮问顶工作→将三吊环前移到最靠近工作面一排的第二、三、四顶锚杆（锚索）上→铺设顶点焊网→插入三根2寸前探钢管→联好顶网→固定好前探支护使其前端紧贴顶板或用1000×200×50mm3的实木托梁接实顶板→进行锚顶支护作业。

3、由于该临时支护形式对顶板的初撑力较小，因此在设好临时支护进行锚顶支护作业时，所有作业人员应处于已有的永久支护下作业，不得滞留于空顶区和设好的临时支护下。

4、作业现场备用三根轻型水单体，并配备规格为1000×200×50mm3的实木托梁3根，水单体水源采用作业现场高压水；对敲帮问顶不能处理掉的危岩或顶板破碎有掉顶危险的情况，采用戴帽轻型水单体进行临时支护。

5、轻型水单体距迎头不得超过100m。

二、架棚支护（锚架联合支护）临时支护形式

1、架棚支护临时支护形式采用三根2.4m长Φ30mm的圆钢、通过专用挂钩基于棚梁的悬臂式前探梁。

2、架棚支护（锚架联合支护）临时支护的使用方法和操作顺序：

切割完毕以后，先进行敲帮问顶，再前移挂钩，并前移圆钢前探，铺设顶网片，挂钩与梁子底面接触处用木楔打紧防止圆钢滑落，临时支护前端紧贴顶板或用背板接实顶板，再开始架棚、锚顶、锚帮。

3、由于该临时支护形式对顶板的初撑力较小，因此在设好临时支护进行锚顶支护作业时，所有作业人员应处于已有的永久支护下作业，不得滞留于空顶区和设好的临时支护下。

4、作业现场备用三根轻型水单体，并配备规格为1000×200×50mm3的实木托梁3根，水单体水源采用作业现场高压水；对敲帮问顶不能处理掉的危岩或顶板破碎有掉顶危险的情况，采用戴帽轻型水单体进行临时支护。

7519B材料道架棚临时支护三视图

1：

70

第六章巷道锚网索支护设计

7519B综采放顶煤工作面材料道、主切眼均为沿底掘进、留顶煤的全煤巷道，为满足行人、通风和运输的要求，材料道、主切眼均为矩形断面，材料道净断面为4.0×2.6m；主切眼净断面为4.2×2.6m，锚网（索）支护。

一、锚网（索）支护设计的基本参数

1）采深：

H=500＋31.91=531.91m

2）煤厚：

M=5.51m

3）容重：

γ煤=1.38T/m3，γ岩=2.5T/m3

4）粘结力：

C=5.13Mpa

5）内摩擦角：

=29.7°

λ=（1－SIN

）/2SIN

=0.5

6）剪切弹模：

G=0.793×103Mpa

7）采动影响系数：

K1=2.3

煤岩体力学参数修正系数：

K2=1/3

8）原岩应力：

γ×H=2.5×531.91=13.3Mpa

二、围岩类别确定

1）巷道当量半径的确定

a=1.20×（s/3.14）0.5=1.20×（4.0×2.6/3.14）0.5=2.18m

2）计算R、μ及Δ

=5.18m

=945mm

Δ=R－a=5.18－2.18=3.0m

根据计算出的Δ=3.0m,

=945mm可知,该7519工作面材料道3、主切眼围岩为Ⅲ3类。

根据工程类比,除考虑锚杆支护外,还考虑锚索加固问题。

三、锚杆支护设计

1）不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R′：

=3.61m

Δ′=R′－a=3.61－2.18=1.43m

L=L1＋Δ′＋L2=0.6＋1.43＋0.1=2.13m

通过工程类比，取L=2.2m

式中：

L--为锚杆长度;

L1--为锚固长度,取0.6m;

Δ′--为加固范围;

L2--为锚尾长度,取0.1m。

2）锚杆直径设计

设定锚杆间排距900×900mm，求直径D

⑴qd′=n·（R′－h）·γ=2×（3.61－1.3）×1.38=6.38T/m2

式中：

qd′--为载荷集度;

γ--为极限平衡区煤的容重;

n--为荷载备用系数,取2;

h--为矩形巷道的半高。

⑵单根锚杆支护面积：

S=H×I=0.9×0.9=0.81m2

⑶锚杆直径：

=12.8mm

式中：

[σ]为杆体材料许用强度Mpa。

σ=40000。

通过工程类比，选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=20mm）

3）锚杆间、排距设计

已知锚杆直径D,求锚杆间排距（H,I）

选取D=20mm,令H=I

=1.40m

式中D均指锚杆杆尾螺纹段螺纹内径尺寸。

通过以上计算，7519综放工作面材料道、主切眼顶部选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=20mm）,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为900mm，锚杆排距为900mm，锚固力64KN能够满足安全生产要求。

四、锚索设计

1）锚索长度设计

L=L1＋Δmax＋L2=1.5＋3.0＋0.3=4.8m

式中：

L--为锚索长度;

L1--为锚索深入坚硬岩层内的锚固长度,取1.0～1.5m;

Δmax--为考虑采动影响时极限平衡区深入围岩的最大深度;

L2--围锚索外露长度,取0.3m。

根据计算及工程类比和7519工作面综合柱状图，考虑到直接顶厚度及施工等因素，选取锚索长度为7.3m。

2）锚索排距设计

每排考虑布置2根锚索,下部用钢带结构形成绗架。

根据锚索的屈服载荷,求锚索的排距：

=3.16m

取b=2.4m

式中：

Y1--为直径17.8mm钢绞线的屈服载荷;

B--为巷道跨度;

--为内摩擦角;

γ--极限平衡区煤岩体容重;

Δ--为极限平衡区深入顶板围岩的深度,或顶煤厚度。

通过计算和工程类比,确定锚索参数为每排布置2根锚索,间距1.8m,排距为2.7m,锚索长度为7.3m

结论：

根据计算及工程类比,考虑到井下施工复杂性和锚索联合支护等因素，7519综放工作面材料道、主切眼顶部选用公称直径φ=20mm螺纹钢锚杆（其杆尾螺纹内径D=20mm）,锚杆长度为2.0m,锚杆间距为900mm，锚杆排距为900mm，锚固力64KN。

两帮选用公称直径φ=18mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为1.8m,锚杆间距为750mm、排距为900mm，锚固力30KN。

顶部使用方格网、两帮使用塑钢网。

设计锚索参数为每排布置2根锚索,锚索间距为1.8m锚索排距为2.7m,锚索长度为7.3m。

详见巷道断面图。

第七章切割方法及切割路线图

一、切割程序的确定

1、切割程序的确定原则

掘进机切割头在掘进工作面上切割移动的路线，称为切割程序。

掘进工作面切割程序的合理选择，取决于掘进巷道的断面积、煤、岩硬度、顶、底板状况、夹矸的分布等工作面条件和技术规范。

确定掘进工作面的切割程序应遵循下述原则：

（1）大多数情况下，从工作面下角钻进，掘进半煤岩巷道时，应从煤中钻进，再卧移切割至底板下角，然后扫底掏横槽，增加自由面；

（2）切割断面应自下而上进行，以利于装载和掘进机的稳定性，从而提高生产效率；

（3）工作面的切割应注意煤岩层的层理，断面切割时应以左右横扫切割为主，切割头沿煤岩层层理移动切割时阻力较小。

2、最佳切割深度的确定

掘进机切割头的最佳切割深度应根据所切煤岩的性质、顶板状况、排（棚）距、落煤效果和切割一排巷道所耗时间最短来确定，本巷道取最佳切割深度为500mm。

3、切割厚度的确定

掘进机切割头的切割厚度取决于煤岩的切割阻力，以牵引油缸回路尽量不溢流、切割电机接近满载、掘进机不产生强烈振动以及落煤效率最高为原则，一般取切割头直径的2/3。

本巷道切割厚度取400～500mm,以防出现大块，不利于装载。

二、切割方法及切割路线图

本掘进工作面正常情况下按下述顺序进行切割作业：

接班先对掘进机进行班前检查和常规防护检查，确认无异常情况后，启动掘进机进行切割作业。

（见切割路线图）

1、掏槽切割

掏槽位置位于工作面左下部，开始时掘进机紧靠下帮行走，切割头空载运转逐步靠近煤壁，待切割头切入工作面煤壁一定深度（一般为500mm）后，落下掘进机铲板和稳定器，完成掏槽作业。

2、横向切割

切割头从工作面右下角掏槽位置向左摆动，开掘横槽，增加自由面。

3、跨距切割

切割头右摆横槽开掘到位后，向上抬高切割头（一般每次抬高500mm左右），完成跨距切割。

4、重复进行横向切割和跨距切割，使巷道下帮达到预定的宽度和高度。

5、重复以上工序，使巷道下帮达到预定的宽度、高度和深度。

6、后退掘进机，使掘进机紧靠巷道上帮行走，按图示切割路线切割，使巷道上帮达到预定的宽度、高度和深度。

7、后退掘进机，进行锚杆支护作业，从而完成一个切割循环。

第八章劳动组织及循环图表

一、劳动组织

采用“三·八”制作业

序号

工种

夜班

早班

中班

合计

备注

最优在册人数

1

跟班队长

1

1

1

3

5

2

班长

1

1

1

3

2人/班

3

掘进机司机

2

2

2

6

3人/班

4

锚杆机司机

2

2

2

6

4人/班

5

运输机司机

2

2

2

6

4人/班

6

辅助掘进工

5

5

5

15

7人/班

7

设备维修工

4

4

7

8

运料工

4

4

7

9

风筒工

1

1

1

10

运输机清理工

1

1

2

11

文明生产管理工

2

2

3

12

地面装料工

4

13

主管队长

1

14

党支部书记

1

15

技术员

2

16

合计

13

25

13

51

17

最优在册人数

20

40

20

80

18

实际在册人数

26

52

26

112

备注

1.正常掘进过程中，掘进工作面迎头以7人、9人、11人为宜，掘进机司机负责切割作业、联顶网和前移前探梁。

2.锚网支护作业时，每帮3人、4人或5人，负责锚顶和锚帮锚杆。

3.每帮作业人员达到5人时，可实现锚顶和锚帮平行作业。

二．循环图表

第九章掘进局部通风及“三防”设计

一、局部通风机型号选择

7711材料道沿7号煤底板施工，现需施工的巷道为全煤，全长为1380m，掘进巷道最小净断面积为10m2，掘进巷道最大净断面积为10.92m2。

1、掘进材料道的需要风量

1）按照瓦斯绝对涌出量计算：

Q掘1＝125×1.5×q掘×K掘　　（m3/min）　　　　　　　　　（1－1）

＝125×1.5×0.5×1.0（m3/min）

＝75（m3/min）

式中:

Q掘——掘进材料道需要风量，m3/min

q掘——掘进材料道回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；取0.5

K掘——掘进材料道瓦斯涌出不均衡系数；取1.0

125——掘进材料道回风流中瓦斯浓度不超过0.8%所换算的常数

2）按照风速、温度计算掘进材料道需要风量：

Q掘＝60×V掘×S掘max×K温　m3/min　　　　　　　　　　（1－2）

＝60×0.25×11.5×1.1　　m3/min

＝189.75m3/min

式中：

V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s；取0.25m/s

S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积（掘进材料道因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外），m2；取11.5m2

K温——局部通风机供风巷道空气温度调整系数;取1.1

3）按掘进材料道同时作业人数计算需要风量:

根据Q＝N×q（1－3）

式中：

Q----掘进材料道实际需要的风量

V----材料道每人需求的最低风量，取q＝4m3/min

N----掘进巷道迎头最多工作人数，取40

计算得Q＝40×4＝160m3/min。

4）按风速进行验算:

巷道掘进时最低风量，Q煤掘>15S掘max（m3/min）（1－4）

巷道掘进时最高风量，Q煤掘<240S掘min（m3/min）

式中：

S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积，m2；取11.5

S掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面积，m2;取9.5

故:

15S掘max

即172.5

2、局部通风机选型

1）局部通风机工作风量计算

Q扇＝Q掘×1/（1-nL）m3/min　　　　　　　（2－1）

＝190×[1/（1-142×0.002）]＝266m3/min

式中：

Q扇—局部通风机工作风量，m3/min

N—风筒接头数;取142

L—一个接头漏风率,取0.002

2）局部通风机工作风压计算

根据掘进材料道设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进材料道需要风量、风筒风阻，计算掘进材料道局部通风机工作风压值：

hft＝Rp*Q扇*Q掘　Pa（公式中Q扇、Q掘的计算单位均为m3/s）（2－2）

＝270.4*4.4*3.2

＝3807.2Pa

式中：

Rp——压入式风筒的总风阻，N.S2/m8

hft——压入式局部通风机全风压，Pa

　　　Rp＝R100×（L/100）　R100为实测百米风阻值，现无实测资料用以下公式计算（2－3）

Rp＝6.5α×L/（d5）×ξ（2－4）

＝270.4N.S2/m8

α——风筒摩擦阻力系数，N.S2/m4；取0.0032。

L——风筒长度，m；取1420m

d——风筒直径，m；取800mm

ξ——供风距离调整系数；（1000-1500米）取3

3、选择合适局部通风机

（1）局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算:

Q掘全＝Q扇实+60×V安×S安　　　　（m3/min）　　　　　　　　　（3－1）

＝350+60×0.15×11（m3/min）

＝449（m3/min）