3-5#煤层胶带大巷作业规程

1、编编 号号：Z-2013-10 国投大同塔山煤矿国投大同塔山煤矿国投大同塔山煤矿国投大同塔山煤矿 掘进工作面作业规程掘进工作面作业规程掘进工作面作业规程掘进工作面作业规程 掘进工作面名称：掘进工作面名称：3-5#3-5#煤层胶带大巷煤层胶带大巷 编编 制：制： 郝绍胜郝绍胜 技术负责人：技术负责人： 张张 帆帆 施工负责人：施工负责人： 刘露生刘露生 施工单位：施工单位：中鼎矿建国投塔山项目部中鼎矿建国投塔山项目部 编制日期：编制日期： 20132013 年年 1010 月月 1010 日日 执行日期：执行日期： 年年 月月 日日 目目 录录 第一章 概 况 .1 第一节 概 述 .1 第二节

2、 编写依据 .1 第二章 地面相对位置及地质水文情况.1 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 .1 第二节 煤层赋存特征 .2 第三节 地质构造 .4 第四节 水文 地质 .5 第三章 巷道布置及支护说明.6 第一节 巷道布置 .6 第二节 支护设计 .6 第三节 矿压观测 .8 第四节 支护工艺 .9 第四章 施工工艺 .13 第一节 施工方法 .13 第二节 凿煤（岩）方式 .13 第三节 装载与运输 .14 第四节 管线敷设 .14 第五节 设备及工具配备情况表 .15 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 .17 第一节 劳动组织 .17 第二节 循环作业 .18 第三节 主要技术经

3、济指标 .18 第六章 生产系统 .19 第一节 通风系统 .19 第二节 压风系统 .21 第三节 压风自救系统 .21 第四节 防尘系统 .22 第五节 防灭火系统 .22 第六节 安全监测监控系统 .22 第七节 供电系统 .24 第八节 供水、排水系统 .26 第九节 供水自救系统 .28 第十节 运输系统 .28 第十一节 照明、通信和信号 .28 第七章 灾害预防及避灾路线 .29 第一节 井下发生灾害事故的应急措施 .29 第二节 井下发生灾害事故时，现场人员的行动原则 .30 第三节 避灾线路 .30 第八章 安全技术措施 .31 第一节 施工准备 .31 第二节 “一通三防”

4、管理 .31 第三节 顶板管理 .35 第四节 防治水管理 .39 第五节 机电管理 .44 第六节 运输管理 .47 第七节 掘进机管理 .50 第八节 过断层、地质构造安全技术措施 .52 第九节 喷浆管理 .52 第十节 防爆装载机使用措施 .53 第十一节 其它 .53 附图：3-5#煤层胶带大巷地质平面图2-1-1 3-5#煤层胶带大巷地质剖面图2-2-2 3-5#煤层胶带大巷综合柱状图2-3-3 3-5#煤层胶带大巷支护断面图3-1-4 临时支护平剖面图3-2-5 永久支护三视图3-2-5 综掘机截割示意图4-2-7 3-5#煤层胶带大巷工作面设备布置图4-5-8 通风系统示意图6

5、-1-9 压风系统示意图6-2-10 压风自救系统示意图6-3-11 防尘系统示意图6-4-12 监测监控系统示意图6-6-13 供电系统示意图6-7-14 供水、排水系统示意图6-8-15 供水自救系统示意图6-9-16 运输系统示意图6-10-17 照明、通信、信号系统示意图6-11-18 避灾路线示意图7-1-19 顶板离层仪分布位置平面图 顶板离层仪布置剖面图 第一章第一章 概概 况况 第一节第一节 概概 述述 一、巷道名称：3-5#煤层胶带大巷 二、巷道掘进目的及巷道用途： 巷道掘进目的是为了形成3-5#煤层出煤运输系统，主要服务于3-5#煤层开采生产 系统。 三、巷道设计长度及服务

6、年限： 巷道设计长度：3-5#煤层胶带大巷东段设计长度520m。 巷道的服务年限： 3-5#煤层开采服务年限结束。 四、预计开、竣工时间： 自2013年10月06日开工，于2014年01月19日竣工。 第二节第二节 编写依据编写依据 一、根据矿生产技术部提供的3-5#层胶带大巷开口设计平、剖、巷道断面图和矿地质 测量部提供的3-5#胶带大巷掘进地质说明书编写。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书的名称为3#-5#胶带大巷掘进地质说明书 ，批准时间为2013年10月 15日。 三、 煤矿安全规程及煤矿工人技术操作规程 。 第二章第二章 地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况 第一

7、节第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况 地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 水平名称1045m 水平采区名称 地面标高1360.01495.0m井下标高 903-1038m 地面相对位 置及建筑物 巷道对应地面位置为窑沟南侧的山坡和沟谷地段，地表为低山丘 陵、沟谷、冲沟及黄土台地覆盖。山脊基岩裸露，植被稀少。巷道东 部对应地势相对较高, 西部对应地势相对较低；地面标高为 13601495m，平均 1427.5m。 井下位置及 掘进对地面设 施的影响 上覆 2#煤层中部大部已开采完毕，只有井田东部与西北部局部区 域正在开采和掘进。35#煤层分叉后 5 号煤层与

8、 3 号煤层的层间距 为 0.801.30m,平均 1.01m；3#煤层与 2#煤层层间距为 1.105.43m,平均 2.93m。 （西部较薄，东部较厚） 。2#煤层以上 312447m 为四老沟矿开采的侏罗系大同组 14#煤层采空区。埋藏深 度为 430455m。 邻近采区开 采情况 西部隔 20m 矿界煤柱与同煤集团塔山井田相邻(相邻区域为实煤区)， 南北部均为实煤区。 走向(m) 520 倾斜(m)沿中腰线掘进长度(m) 520 第二节第二节 煤层赋存特征煤层赋存特征 1、煤层结构 根据地面白 20、1701 地面勘探钻孔资料、井下地质钻孔资料及 35#煤层辅运大 巷揭露的地质资料分析

9、，该巷道掘进的煤层为复杂结构煤层,从东至西煤层进行了分叉 合并又分叉现像。从开口往西 355m 为分叉区段，一直到 1184m 合并后又开始分叉，分 叉区域一直延伸到设计停掘位置。详见 35#煤层胶带大巷预想地质剖面图。 煤层中普遍含有 810 层夹矸，夹矸单层厚度为 0.02 0.45 m，总厚度为 1.52m，岩性为黑色炭质泥岩、褐色高岭岩或灰色粉砂岩 2、煤层产状 巷道掘进区域煤层走向南西-北东，煤层倾角为 05，一般为 23。 3、煤层厚度 根据地面勘探钻孔资料和井下地质钻孔及 35#煤层辅运大巷揭露的地质资料分 析，分叉区段 3#煤层厚度为 05.40m,平均 3.22m；分叉区段

10、5#煤层全厚为 13.6015.58m，平均 14.67m。合并区段 35#煤层全厚为 18.0822.70m，平均 20.49m。 4、煤层稳定性 煤层变异系数 11%,属稳定煤层。 5、煤层硬度 煤层普氏系数 2.03.0，煤层硬度：较硬。 6、煤质 工作面煤质以半亮型煤为主,光亮型、半暗型为辅,具弱玻璃光泽,结构较松散， 粘结指数在 6189 之间，平均 71.6，属强粘结煤。煤质化验指标详见下表。 煤质指标一览表 表二 原煤灰分 （） 原煤挥发分 （） 全硫分 （） 水分 （） 焦渣 特征 煤种 原煤发热量 （MJ/kg） 16.41 28.5434.66 0.651.525.0 气煤

11、17.0423.81 7、顶底板岩性特征表 表三 顶底板名称岩石名称厚度特征 灰黑色粉砂岩 0-2.10m 性脆，质软，细腻，断口 呈参差状 浅灰色粗砂岩、灰白色砾 岩 1.20-2.27m 北部为浅灰色粗砂岩，底 部含砾，砾径 1030mm, 泥质胶结。南部为灰白色 砾岩，砾径 235mm,燧石 基地式胶结，标致层 K3。 灰白砂质泥岩 1.15-1.25m 北中部为浅灰色砂质泥岩， 南部变为灰白色细砂岩 老顶 白色砂岩 2.10-2.70m 北中部为白色砂岩，南部 变为灰白色砾岩 褐色铝土指煤岩 0.80-1.30m 致密，硬度小，易碎 3#煤层 0-5.40m 褐色铝土质泥岩 1.10-

12、5.40m 致密，硬度小，易碎，有 滑感，底部有少量炭质粉 砂岩，含植物根茎叶化石 直接顶 2#煤层 2.85-7.50m 中夹 12 层薄层褐色高 岭岩及黑色炭质泥岩，性 脆，破碎后呈棱角状。 伪顶黑色炭质泥岩 0.20-0.35m 上部夹煤屑，含植物化石， 极易垮落，普遍赋存。 褐色粉砂岩 1.10-5.70m 致密，含植物化石，底部 黑色炭质泥岩，含植物碎 屑 黑色炭质泥岩 0.25-0.95m 6 号层煤，平均 0.75m,呈 粉状，中夹黑色炭质泥岩， 污手，性脆。 底板 黑色炭质泥岩 1.10-5.80m 致密，含植物茎叶化石 第三节第三节 地质构造地质构造 1、构造形态 巷道掘进区

13、域煤层大致呈一单斜构造,煤层有微波状起伏,煤层东部较高,西部较低， 巷道底板标高为 10051040m。 2、断裂情况 根据 2#煤层辅运大巷、回风大巷掘进过程中揭露的地质资料分析：35#煤层胶带 大巷掘进区域地质构造简单，无大的断裂构造，仅在胶带巷向西掘进 961.38m 处揭露 一条岩浆侵入体（火成岩墙） ，宽为 1.201.50m。岩墙走向大致为南北，对煤层、 煤质都有一定程度的影响。 第四节第四节 水文水文 地质地质 1、上覆侏罗系采空区积水情况： 35#煤层上覆 1.105.34 m 为本矿 2#煤层的 1075 胶带大巷，再向上 312 447 m 为四老沟矿开采的侏罗系大同组 1

14、4-3#煤层采空区（火区） ，再向上 3237m 为侏罗系大同组 11#煤层采空区。根据 2009 年煤炭科学研究总院西安研究院提交“塔 山煤矿上覆侏罗系煤层采空区积水分布情况探查” 的成果报告中的结论：侏罗系在 该巷对应区域无积水区。 2、顶板砂岩裂隙水： 根据 2#煤层 1075 辅运大巷施工的探空孔施工后钻孔壁岩层有岩层裂隙水的实际 情况，该巷道掘进过程中，预计最大涌水量为 3050m3/h, 正常涌水量 3.55 m3/h，因此，推测顶板砂岩裂隙水对该巷道掘进有影响。 3、奥灰岩溶水： 1）根据塔山煤矿矿井地质报告“井田内奥灰岩溶水富水性中等，静水压力大， 奥灰水水位高出 8#煤层底板

15、 100200 m，35#煤层底板与 8#煤层底板相距 55.1377.70 m，根据主平硐 2345 施工的奥灰水泄压孔孔口标高 1068 m （不流水） 计算 35#煤层底板隔水层承受的水头压力在 0.130.65Mpa，奥灰水在断裂构造发 育地段有可能通过导水断层及进入工作面” 。 2）根据塔山煤矿矿井地质报告“8 号煤层底板与奥陶系中统上马家沟组第二段相 距 44.6557.65 m。中部夹 11 层砂质泥岩、2 层泥岩、5 层高岭岩、2 层（胶结致密） 中砂岩、2 层（胶结致密）粗砂岩，以及本溪组含水性极弱。该组上、中部为砂岩、 砂质泥岩，下部夹有 12 层铝质泥岩、砂质泥岩，砂岩厚

16、度 7.8015.57m，全区发 育，是煤系地层与奥灰岩溶水良好的隔水层” 。经计算层间距为 88101m，突水系数 为 0.0120.018Mpa/m。远小于底板受构造破坏地段突水系数 0.06 Mpa/m。因此，推 测：该巷在掘进过程中，不会出现突水现象。 附 3-5#煤层胶带大巷地质剖面图 2-2-1 附 3-5#煤层胶带大巷柱状图 2-3-2 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 3-5#煤层胶带大巷处在2#层胶带大巷的下方，巷道方位为2792509。3-5# 煤层胶带大巷东段起始坐标为X：.414，Y：.689。 3-5#煤层胶带大巷东段

17、开口断面为半圆拱，掘进宽度 4700mm，起拱线高度 1600mm，拱高 2350mm，掘进断面面积 16.2m2；净宽度 4500mm，净起拱线高度 1500mm，净拱高 2250mm，净断面面积 14.7m2。喷浆厚度 100mm，砼强度为 C20，铺底 厚度 100mm，铺底砼强度为 C25。全巷道沿中、腰线掘进，高出辅运巷一巷高。 附3-5#煤层胶带大巷支护断面图3-1-4 第二节第二节 支护设计支护设计 3-5#煤层胶带大巷东段开口段布置规格为 17.8mm8300mm 锚索，每排 3 根， 中间锚索延巷道中线布置，锚索间排距离 1600mm1600mm；正巷采用锚、网、索、喷 支护

18、作为永久支护，临时支护采用掘进机机载式前探支架，如顶板破碎时机载前探支 架不能满足临时维护顶板时，必须增设滑移式前探梁配合前探支架进行临时支护。 1）临时支护 机组掘进临时支护采用掘进机机载式前探支架，长 2.2m，宽 2.2m，最大承重为 1.5T，临时支护最大控顶距为 3m。支架利用掘进机液压系统为动力源，当掘进机截割 完成后，升起临时支架进行临时支护。临时支护在截割前最小控顶距 0.2m，截割后最 大控顶距 2.2m，在没有安装机载临时支护时暂时采用滑移前探梁临时支护。 滑移式前探梁临时支护：采用 4 根 3 寸无缝钢管穿入吊环配合金属网、刹顶木 做为临时支护， 3 寸无缝钢管长 5m，

19、六块刹顶木长 2500mm，宽 200mm，厚 40mm。 2）永久支护 1、按悬吊理论计算锚杆参数 1）锚杆长度计算： L=KH+L1+L2式中： L锚杆长度； L1锚杆锚入稳定岩层深度一般取 0.8 米； L2锚杆外露长度取 0.1 米， K安全系数取 2； H冒落拱高度巷道宽度（4.7m）/2f 岩石普氏系数取 4，经计算 H 取 0.59 米。 L20.590.10.82.08 米 2)锚杆株距计算: 通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。 AQ/KHr 式中： A锚杆间距， Q锚杆锚固力取 7 吨， r被悬吊岩石容重取 3T / m3， K安全系数取 2，

20、H冒落拱高度取 0.65 米， 代入得：A1.46 米。 根据以上计算，巷道顶部与帮部均选用直径为 22mm，长度为 3.0 米的无纵肋螺纹 钢式树脂锚杆，顶部锚杆间排距 800mm*800mm，帮部锚杆间排距 800mm*800mm，可满 足支护要求。锚杆支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过 2000mm 时及时打注锚杆，全断面挂网。 2、按悬吊理论计算锚索参数 为了加强锚固体的强度，工作面应采用有预应力的锚索来加强支护， 1）用悬吊理论计算锚索长度： L=L1+L2+L3式中： L锚索总长度，米； L1锚索外露长度，取 0.2 米； L2需要悬吊的不稳定岩层厚度取 2 米

21、； L3锚索锚固长度， LKd1fa/4fc式中：K安全系数，取 K=2；d1锚索钢绞线直径，取 17.8mm； fa钢绞线抗拉强度，合 1883.52 N/mm2 ；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取 10N/mm2 则：L3=1.5 米。 计算得：L=0.2+2+1.6=3.80 米 2）锚索株距计算 通常按株距相等，根据锚固力大于或等于所悬吊岩石重量的原则来确定。 AQ/KHr 式中： A锚索间距， Q锚索锚固力取 17 吨， r被悬吊岩石容重取 2.5 T / m3， K安全系数取 2， H冒落拱高度取 0.65 米。 代入得：A2.287 米 根据以上计算，锚索直径 17.8mm，选长度

22、 8.3 米，排距 1.6 米，可以满足支护要 求。按中心线排列，并向左右拱肩各加 1 根，及断面 3 根锚索，锚索间排距为 1.6m*1.6m。 附临时支护平、剖面图 3-2-5 第三节第三节矿压观测矿压观测 1、观测对象：3-5#煤层胶带大巷。 2、观测内容：巷道顶板离层量。 3、顶板离层检测仪的布置： 施工过程中，选用 YHW-300 本安型围岩位移测定仪，量程 0-300mm，额定工作 电流30mA，报警值 50mm，所有仪器必须安设在巷宽的中部或交岔点的中心位置， 测定仪的间隔距离一般为 100 米（顶板破碎时缩小至 50 米）直至巷道施工完毕。 4、YHW-300 本安型围岩位移测

23、定仪的安装: (1)用 28mm 的钻头在顶板上打眼，眼的深度与锚索长度相同。 (2)用锚索将深基点锚固器推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器己锚住。 (3)用锚索将浅基点锚固器推至 3m 深位置，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器已锚 住。 (4)将测定仪推入钻孔，同时将钢丝绳从仪器下端向外拉并撑紧，将多余的钢丝 绳缠绕到线盘上固定好，并确认套管组件已固定在钻孔中，调正仪器安装结束。并 记录下两个刻度尺读数，即为顶板里层指示仪的初始数据。 (5)使用数据采集器采集电子数据或肉眼观察测定仪下方的刻度尺伸出长度来读 取数据。 (6)将采集器对准显示窗口（通讯距离应小于 3 米） ，用矿灯照射指示窗口

24、一次， 测定仪自动将数据发射到采集器。 以后肉眼观察测定仪数据时要记录下两个刻度尺读数，再减去上次读取数据就 为本次离层数据。 5、数据检测及资料整理分析: (1)顶板离层仪距工作面 50m 以内每天采集或观测 1 次，50m 之外每周采集或观 测 2 次；认真填写记录牌板，牌板内容填写必须工整、清晰、真实，悬挂位置合理 并便于观察。 (2) 项目部要有围岩位移测定仪监测记录表，数据采集人员上井后要及时填写， 并进行分析。 第四节第四节 支护工艺支护工艺 一、支护材料： 顶部与帮部均采用 22mm3000mm 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，锚杆托板为 15015012mm 钢托板，采用 Z2360

25、树脂药 1 卷与 K2335 树脂药 1 卷锚固； 锚索规格为 17.88300mm，锚索托盘采用 30030016mm 钢托板，每根用 Z2360 树脂药 2 卷与 MK2335 树脂药 1 卷锚固。 顶、帮部挂网为 20001000mm，直径为 6.5mm 的金属网，网孔为 100100mm；，网片间搭接长度 100mm。 喷浆材料：水泥：沙：碎石子配比=1：2：2，水灰比为 0.45，速凝剂掺量为水泥 重量的 35%，水泥选用 42.5 号普通硅酸盐水泥，沙为中、粗砂，碎石子粒径为 510mm。 二、特殊支护 顶板完整，无地质变化时，迎头空帮距离不得超过3米。 如片帮严重，每班施工前两帮

26、至迎头空帮距离不得超过1米。如顶板破碎，顶板 局部冒落时，采取加强支护，补打锚索增加W钢带或缩小锚杆间排距。 所有交岔点处根据现场情况进行补打锚索加强支护。 三、永久支护的质量要求： 巷道支护前活矸（煤） 、危岩应清除，按偏中线施工，保证顶平、帮直，超挖、 欠挖量不超过煤矿安全质量标准化规定。 锚杆托板要紧贴岩面，托板安设横平竖直，顶锚杆间排距为 800800mm，帮锚 杆间排距为 800800mm，误差不得超过100mm，锚杆安装角度不小于 75，锚杆外 露长度 3050mm，必须用力矩扳手紧固，预紧力矩不小于 120NM。 锚杆锚固力：顶锚杆抗拔力不得低于 50KN，帮锚杆抗拔力不得低于

27、50KN。锚 杆在 300 根以下，取样不少于一组，每组不少于 3 根进行一次锚杆抗拔力试验。锚索 用锚索张拉仪直接张拉预紧，预紧力不小于 170KN。锚索间排距为 16001600 mm， 外露长度不大于 200mm。 网片搭接处必须连好并紧贴岩面，网间搭茬长度为 100mm，并用 14#双股铅丝 联网，每扣扭结不得少于 3 圈，联网间隔为不大于 200mm； 如遇有局部掉顶或顶板破碎，必须紧贴掉顶部位挂双网（冷拔丝网与菱形网复 合网） ，根据现场情况，缩小锚杆间排距、补打锚索。 巷道按中心线掘进方向左侧 2350mm，右侧 2350mm 进行施工，锚网索喷支护巷 道净宽允许误差为巷道中线至

28、任一帮距离偏差 0+100mm；净高允许误差 0 +100mm。 喷浆巷道要求混凝土喷射均匀，无裂隙无 “穿裙、赤脚 ” 喷浆厚度100mm。 在临时支护下逐排打锚杆挂网进行永久支护。 3-5#3-5#煤层胶带大巷锚网索支护巷道工程质量规定煤层胶带大巷锚网索支护巷道工程质量规定 表五表五 名称项目规格允许偏差 中心线至左帮距离 2350mm0+100mm 巷道掘进宽度 中心线至右帮距离 2350mm0+100mm 巷道掘进高度高度 3950mm0+100mm 起拱线高度起拱线至底板高度 1600mm0+50mm 拱高拱高 2350mm0+100mm 顶 800mm800mm100mm 锚杆间排

29、距 帮 800mm800mm100mm 锚杆外露长度自托盘向外 30mm50mm 锚杆安装角度 7515 锚索排距 1600mm100mm 锚索外露长度 200mm 网片连接 顶网与顶网 100mm 顶网与帮网 100mm 四、锚杆安装工艺 1、打锚杆（索）眼： 打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求，必须先进行 处理。打眼前要按照由外向里，先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，找掉活矸、危岩，然 后挂网，先挂顶网后挂帮网用铅丝扎紧并前移前探梁到位，确认安全后方可作业，按 照设计锚杆眼位施工，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于 15。打眼应按由 外向里，先顶后帮，顶部先中间后

30、两边的顺序依次进行。 2、锚杆安装工艺：安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操 作人员站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。然后把树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆 插入锚杆孔内顶住锚固剂，外头套上锚杆托盘及螺母，用锚杆搅拌器卡住螺帽，开动 锚杆机（手持式风动钻机） ，使锚杆旋入树脂锚固剂进行搅拌，最后锚到设计深度，方 可撤去锚杆机（手持式风动钻机） 。搅拌时采用快搅慢进方式，搅拌旋转 2030s 后， 施加预紧力破帽并上紧螺帽，预紧力矩不小于 120Nm，锚杆托板压紧网片紧贴岩面。 3、锚索安装工艺： 安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，不合格的或破损的禁止使用。 两人配合用锚索顶住

31、锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底，不能用 力过猛，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。 锚索下端装上专用的搅拌注头，一人扶住锚杆机、一人操作，边推进边搅拌， 搅拌时间控制在 20s30s，确保搅拌均匀。 停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约 30s，然后收回锚杆机。 上托盘、锁具，并将其托到紧贴顶板的位置。将张拉千斤顶套在锚索上并用手 托住，然后压动液压泵进行张拉，达到设计预紧力迅速换向回程。卸下千斤顶时要用 手托住，以免坠落伤人，千斤顶正下方严禁有人。 在上索具时，锚索张拉仪压力表示数40Mpa，锚索预应力不小于 150KN。 五、临时支护的施工工艺： 机载前探支架支护工艺：掘进机完

32、成截、割、装煤作业后，应将截割头放下， 停机断电闭锁。检查支护装置各部位零件及管路，在保证完好状态下。由施工人员 在已支护好的顶板下站在机组上将新网与已支护好的最后一片网联在一起，左右两 片都联好撤出所有人员后给掘进机送电启动，操作二位三通阀，使液压油切换到支 护装置管路。司机操作支护装置的支撑缸和折叠缸液压控制阀手柄，使主架和顶架 由折合状态慢慢平稳打开，达到适应巷道顶板的坡度和位置时松开两操作手柄；操 作主架的升降缸操作阀手柄使主架升起达到巷道顶板高度，使网片同顶板吻合，然 后在掘进机机载临时支护下进行永久支护。永久支护完成后，确认锚固无误后，开 始收回支架，先把主架下降到最低位置，然后折

33、合顶架，直到顶架全部落到掘进机 上为止，完成一次完整的支护工作。 如顶板破碎时机载前探支架不能满足临时维护顶板时，必须增设滑移式前探梁 配合前探支架进行临时支护：安装前探梁时，先将吊环安装在迎头前三排锚杆上， 必须上满丝每根前探梁安装三个吊环，后将前探梁穿过吊环顶住煤壁，之后交错安 设刹顶木并用木楔刹实。为防止前探梁下滑伤人每根前探梁加一根长 300mm 防滑链， 挂在顶网上。安装前探梁人员不少于 3 人，1 人观察顶板并协调指挥、2 人安装前探 梁上刹顶木。 六、混凝土喷浆工艺 1、准备工作： （1）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求。 （2）清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，

34、输料管路要平直、不得有急弯， 接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。 （3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试用转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现 象。 （4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。 2、喷射混凝土的工艺要求： 喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自上而下进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂 直。喷枪头与受喷面的垂直距离以 0.81.0m 为宜。 喷射混凝土配比为水泥：沙：碎石子=1：2：2，水灰比为 0.45，速凝剂掺量为水 泥重量的 35%，并且在上料口均匀加入。水泥选用 42.5#普通硅酸盐水泥，沙为中、 粗砂，碎石子粒径为 510。 人工

35、拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌 3 遍使其混合均匀。 喷射时，喷浆机的供风压力为 0.4MPa，水压应比风压高 0.1MPa 左右，加水量凭 射手的经验加以控制，最合适的水灰比是 0.40.5 之间。喷射过程中应根据出料量的 变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘 着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度 5070mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不 得超过 2h。否则，应用高压水重新冲洗受喷面。 3、喷射工作： 喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹率不 得超过 15%。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若

36、出水点比较 集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护 28 天以上，7 天以内每班洒水 1 次，7 天以后每天洒水 1 次。一次喷射完毕，应立即收 集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和 喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过 15%，回弹料要及时收集， 可掺入料中继续使用，但掺入量不超过 30%。 第四章第四章 施工工艺施工工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 3-5#煤层胶带大巷自30501回风顺槽距3-5#煤层辅助运输大巷中心线43.66m处， 巷道中心线与30501回风顺槽中心线交点坐标为X：.787，Y：

37、.437，掘进采用EBZ-200 型综掘机沿巷道中、腰线掘进，高于辅运巷一巷高，与主平硐皮带机尾贯通，按方位 角2792509及给定的中线向前掘进。在30501回风顺槽架设溜子，开口期间采用 铲车装运溜子进行出煤，溜子由30501回风顺槽进入3-5#煤层辅助运输大巷的卧底溜 子，卧底溜子与辅运大巷的皮带相连出煤。掘进20m后胶带大巷内铺设溜子，掘进80m 后改溜子为皮带，胶带大巷皮带搭设至辅运巷出煤系统进行出煤。 每班施工前班队长及机组司机必须认真检查巷道中、腰线。 附：3-5#煤层胶带大巷平面布置图4-1-6 第二节第二节 凿煤（岩）方式凿煤（岩）方式 3-5#煤层胶带大巷采用 EBZ-20

38、0 型综掘机落煤，循环进尺 3 米，临时支护最大控 顶距 3.2 米。多工序平行、交叉作业的施工方法。若顶板破碎或压力较大时循环进尺 降为1.0m。综掘机截割方式：工程质量及设备检查完好后，起动综掘机开至迎头施 工地点，首先在巷道起拱线进刀切割，切割头完全进入后向右侧匀速平移，然后呈倒 S 型切割破煤，使拱内煤下落，待得支护工完成顶部支护后综掘机在巷道帮底由下往 上从左至右破煤最终达到设计断面尺寸。 附综掘机截割示意图 4-2-7 第三节第三节 装载与运输装载与运输 1、装煤、运煤： 施工 3-5#煤层胶带大巷东段开口时， EBZ-200 综掘机落煤，由机组铲板星轮自 行装煤，通过一运刮板机运

39、到机组后方，再由铲车装煤到 30501 回风顺槽溜子，再通 过回风顺槽溜子到 3-5#煤层辅助运输大巷卧底溜子，最后由辅运巷卧底溜子运煤至辅 运巷皮带，最后通过主平硐出井。开口完成后掘进过程中，由铲车装煤改为二运皮带 运煤到 30501 回风顺槽溜子。 2、材料及设备运输：由无轨胶轮车从主平硐至 3-5#煤层辅助运输大巷，再到 30501 回风顺槽，最后运送材料到工作面。 3、人员运输：乘坐无轨胶轮车至 3-5#胶带大巷，步行到工作面。 4、严格按照项目部制定的塔山项目部胶轮车管理制度及矿矿用隔爆无轨 胶轮车运输物料出入掘进工作面安全技术措施执行。 第四节第四节 管线敷设管线敷设 在掘进施工中

40、敷设永久管线，要求吊挂牢固整齐。永久管路及缆线按照“沿顶、 靠帮、分段取平”的原则进行吊挂，高度不得低于0.5m。永久管路距迎头不得超过 20m，永久电缆钩距迎头不超过15m。 一、电缆吊挂 1、3-5#煤层胶带大巷电缆沿掘进方向布置在巷道右侧，采用 2 强 3 弱型电缆钩 吊挂，电缆钩距巷道中心线 2200mm。各类线缆必须悬挂在电缆钩上，按电压等级排列： 高压在下，低压在上依次吊挂，且所有电缆吊挂不得有缠绕现象。 2、电缆钩挂在延巷道掘进方向的右侧，距帮 50mm。电缆钩间距 1000mm。 二、管路布置 1、3-5#煤层胶带大巷布置 59mm 消防洒水管一趟、108mm 压风管一趟， 1

41、08mm 排水管一趟，自上向下分别为压风管（黄色） 、消防洒水管（绿色） ，排水管 （蓝色） ，管路间距为 50mm。 2、管路沿掘进方向布置在巷道右侧，管路使用 DN50/2 寸快速接头连接，采用 三联管箍固定使用专用吊挂锚杆吊挂在巷道右帮上，吊挂锚杆规格为 20mm1000mm 普通螺纹钢锚杆，配合一支 MSZ2360 树脂药，距帮 150mm，间距 6000mm。需接降尘喷 雾时沿巷道顶板采用内径不小于 10mm 的高压胶管将阀门引至行人侧控制喷雾降尘， 且阀门距底板不超过 1500mm。需接管路排水时沿巷道顶板采用内径不小于 51mm 的 高压胶管接到水泵上进行排水。 三、风筒布置 掘

42、进期间风筒沿掘进方向布置在巷道左侧，风筒中心线距巷道中心线距离 1450mm，做到逢环必挂，要求风筒出风口距迎头不超过 10m。 第五节第五节 设备及工具配备情况表设备及工具配备情况表 设备及工具配备表 表六 序号设备工具名称型号规格单位数量备注 1掘进机EBZ2001 2胶带输送机SSJ8001 3刮板输送机SGB640/40T1 4通风机FBD237kw/FBD237kw4 5水泵潜水泵6 6锚杆机MYT1203 7气动钻机ZQS50/1.63 8开关QBZ6 9照明综保ZBZ4.02 10电话3 11张拉千斤顶MM301 12探水钻机ZDY1900L1 13铁 锹把8 14大 锤把2 1

43、5吊 链个1 16专用工具套2 17铁 镐把2 18锚杆测力计ML-20个1 19激光指向仪YHJ-800个1 20力矩扳手MCI3 掘进机总体技术参数表 表七 机械名称单 位参 数机械名称单位参 数 掘进机321掘进断面形状任意 切割电机200/110经济切割煤岩硬度Mpa60 油泵电机110爬坡能力度18 装运电机 KW 11最大定位截割断面32 高度1.8供电电压V660/1140 长度10.6供水水压Mpa1.53 宽度3.6液压系统额定压力Mpa16 最大掘进高度5.1截割头最大直径1050 最大掘进宽度6.5截割头最大截深 mm 1000 最大卧底量0.3掘进机重量T58 铲板宽度

44、 m 3.6 管线敷设方式表 表八 序号名称规格型号单位吊挂方式与工作面间距 1风筒800mm节逢环必挂不大于 10m 2水管1086000根悬吊不小于 20 m 3排水管1086000根悬吊不小于 20 m 4压风管1086000根悬吊不小于 20 m 5电缆70mm2m悬吊不小于 15 m 6电缆50mm2m悬吊不小于 15 m 7电话线0.8mm2m悬吊与电缆车同步 8监测线0.75mm2m悬吊不小于 15 m 9信号线1.5mm2m悬吊不小于 15 m 附：设备布置示意图 4-5-8 第五章第五章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 1

45、 1、劳动组织：采用“二九一六”制作业方式。中、夜班为生产班作业时间 9 小 时，早班为检修班作业时间 6 小时。 表九 出 勤 人 数 工种在册人数 检修班生产一班生产二班生产三班出勤人数 综掘司机 602226 支护工 27099927 皮带司机 602226 清煤工 220002 综掘/机电检修工 201711120 集中运料工 220002 打钻工 330003 跟班队长 411114 班长 411114 跟班管理人员 411114 合计 782717171778 2、严格执行交接班制度： （1）各班上岗干部、跟班队长、特殊工种必须执行交接班制度。 （2）每个生产班必须由跟班队长统一带

46、领，做到集体排队入井、集体收工、集 体出井。 （3）本班内能够处理的问题必须在交接前解决。 （4）每次交接班前必须将当班安全生产情况、设备运转情况、材料配件消耗和 供需情况、遗留工作和存在问题，及接班后注意事项交接清楚。 （5）当工作面出现影响生产的新情况、新变化要向值班人员如实汇报，以便及 时调整作业计划提高工作效率。 （6）完成作业任务收工时将工具和设备整齐放置到指定地点，做到文明标准化 生产。 （7）交接班后由上岗干部和班组长带领当班全部作业人员按规定沿入井时的线 路安全出井。 第二节第二节 循环作业循环作业 工作面循环进尺为 3.0 米,每班计划完成 3 个循环,为保证正规循环作业的完

47、成， 迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序之间尽量做到交叉 进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。 附：正规循环作业图表 表十 第三节第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标 技术经济指标表 表十一 序号序号项项 目目单单 位位指标指标备注备注 1 树脂药消耗量卷/m 43.1 2 锚杆消耗量根/m 18.75 3 锚索消耗量根/m 1.88 4 钢丝网耗量 m2/m12.38 5 金刚石钻头耗量个/m 5.3 6 循环进尺 m3.0 7 每日计划循环数个 6 8 正规循环率 %95% 9 计划日进尺 m18 10 日出勤人数人 78 第六章第六章 生产系统

48、生产系统 第一节第一节 通风系统通风系统 3-5#煤层胶带大巷掘进工作面需风量计算 (1) 按 CH4涌出量计算： Q掘 100 q瓦掘K掘瓦 1000.122.0 24 m3/min q瓦掘2011 年度瓦斯等级鉴定掘进巷道平均瓦斯绝对涌出量为 0.12m3/min。 (2)按工作人员人数计算 Q掘4N掘 432 128 m3/min (3)按风速验算： Q掘掘进中的煤巷最低风速60S掘 Q掘600.25S掘=600.2515.51=232.65m3/min Q掘掘进中的煤巷最高风速60S掘 Q掘460S掘=46015.51=3722.4m3/min 因此该掘进工作面需风量不得小于 232.

49、65m3/min，在掘进过程中根据瓦斯涌出量 的变化情况可适当调整掘进需风量，以满足安全生产要求。 2、风筒的选择 根据相邻巷道经经验估算风量可选择风筒直径为 800mm 的柔性风筒，风筒接法采 用单反压边接法，接头外部用快速接头箍紧。 二、局部通风机选型、风量验算 根据风筒技术参数要求及邻近掘进巷道经验，当掘进巷道长度为 606 米时，百米 漏风率取 3% 根据 P漏=100（Q扇- Q有效）/（Q扇L）100% 得：Q扇=378.16m3/min=6.3m3/s 局扇工作风压计算 根据阻力定律，局扇的工作风压为：H扇=RQ2 由于风筒漏风，风筒内的风量应取风筒始、末端风量的平均值。 即 Q

50、均= Q扇Q 则 H扇=RQ扇Q=5.5515.516.34.04=2171.18 Pa 根据 FBD 系列局部通风机个体特性曲线可以选取 FBDYNo6.3/237 型对旋轴流式局部 通风机 为了确保局扇与回风口之间的巷道不发生瓦斯超限及局扇不发生循环风掘进巷道 全负压供风量为： Q掘 (Q机吸15s) Ii 式中 Q掘掘进工作面供风量 m3/min Q机吸局扇吸风量 m3/min（局扇为 FBDYNo6.3/237 型对旋轴流式局部通风机， 该局扇风量范围为 630260m3/min,故取 Q机吸=580m3/min） 15s m3/min 为局部通风机吸风口至掘进工作面回风之间的供风量,

51、以防止局扇吸 入循环风和这段距离内风流停止，造成瓦斯积聚。 则 Q掘 (58015s) 1 （5801517.16）1 = 837.4 m3/min 根据风量计算结果，采用 FBDYNo6.3 型号,237KW 功率对旋风机一台、备用一台， 接一趟 800胶质抗静电、阻燃风筒向施工迎头进行压入式供风即可满足要求。 三、局部通风机安装地点选择 局部通风机安设在 30501 回风顺槽与 3-5#煤层辅助运输大巷交叉点向东 20-30m 位置，风机并排悬吊在顶板上，距地面高度 2000mm，启动装置摆放在巷道南侧专用开 关架上，风机吸风口 10m 范围内无任何易被吸入的杂物。 新鲜风流： 主平硐通风

52、联络巷3-5#层辅助运输大巷局扇风筒迎头。 副平硐3-5#层辅助运输大巷局扇风筒迎头。 乏风流： 迎头3-5#层胶带大巷30501 回风顺槽3-5#煤层回风措施巷2#层回风大巷 回风斜井地面。 附通风系统图 6-1-9 第二节第二节 压风系统压风系统 本掘进工作面采用地面压风系统给工作面供风。主要用于巷道支护动力、积水排 放动力及压风自救提供风源。压风由副斜井两台 AED-132A 型空压机压入，从副斜井 通过 159 管路送到辅运大巷，再由 108 管路送到 3-5#煤层回风大巷，由 3-5#煤 层回风措施巷进入 30501 回风顺槽，最终进入 3-5#煤层胶带大巷的工作面。压风管路 每隔

53、50 米安装一个 108-60 异径三通及 60 截止阀门，每隔 200 米安装一个 108 截止阀门。 压风流：副井空压机房副斜井+1075 辅运石门3-5#煤层回风大巷3-5#煤 层回风措施巷3-5#煤层胶带大巷 附压风系统图 6-2-10 第三节第三节 压风自救系统压风自救系统 3-5#煤层胶带大巷掘进每前进 500m 设置二台型号为 ZYJ 压风自救装置，在距迎 头 2540m 的位置安装三台，自救袋数量为 15 个；距皮带机头 5m 位置安装一组，自 救装置数量为 5 个。压风自救系统的管路安装规格为：压风自救主管路进入掘进工作 面为 108mm，压风自救分管路为 51mm 和 19

54、mm；压风自救装置要安装在地点宽 敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，压风自救装置安装间距不得小于 0.5m，不 得存在无气、漏气现象，人行道宽度要保持在 0.8m 以上，管路安装高度按距底板 1.51.6m，便于现场人员自救使用。安装压风自救装置时，不少于一处固定，供气 压力为 0.3-0.7MPa 压风自救装置上的煤尘要及时清理，经常保持清洁管路敷设要牢 固平直，并实行挂牌管理。 附压风自救系统图 6-3-11 第四节第四节 防尘系统防尘系统 防尘供水水源来自地面静压水池，工作面供水管直径为 108mm，保证水质清洁， 水中悬浮物含量不超过 150/L，粒径不大于 0.3mm。 各转载点

55、喷雾与防尘阀门安装齐全，并正常使用，及时清理巷道中浮煤。距迎头 30m 范围内安设 2 道净化水幕，割煤时正常开启，水压不小于 4MPa。 防尘供水系统：地面静压水池主平硐辅运联巷副平硐 3#联络巷3-5#层辅 助运输大巷30501 回风顺槽3-5#煤层胶带大巷喷雾、净化水幕、冲尘管路。 附防尘系统图 6-4-12 第五节第五节 防灭火系统防灭火系统 1、防灭火供水系统：地面静压水池主平硐辅运联巷副平硐 3#联络巷3- 5#层辅助运输大巷30501 回风顺槽3-5#煤层胶带大巷。 2、巷道施工期间严防冒顶，如遇特殊段或高冒区，应及时进行接顶、喷浆封闭。 3、供水管路采用 108mm 焊管并必须

56、保证管内有水，管路每隔 50 米安装一个 108-60 异径三通及 60 截止阀门，每隔 200 米安装一个可以控制水管开停的 108 截止阀门。 4、皮带机头材料库房必须配备灭火器材：0.2m沙箱，2 个灭火器，消防锨 1 张， 消防斧 1 把，消防钩 1 个，所有消防材料必须上架管理。 5、施工人员应熟记火灾避灾路线，巷道内标识火灾避灾路线，熟悉自救器的使 用方法。 第六节第六节 安全监测监控系统安全监测监控系统 1、为保证安全监控仪器设备正常运行。安全监控设备必须定期进行调试，校正。 每周至少 1 次，甲烷传感器和一氧化碳传感器每 10 天必须对甲烷超限断电和故障断 电功能进行一次测试。

57、 2、井下安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间现场瓦斯检查员 必须加强巡回检查，填写故障登记表。 3、井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，非专业操 作人员严禁使用，必须爱护施工设施并在每班出井时清理各类传感器，如有损坏应及 时向信息中心汇报。 4、班组长以上管理人员及特殊工种作业人员入井必须携带便携式甲烷检测报警 仪上岗作业。 5、瓦斯传感器型号为：KG9701A 型传感器。一氧化碳传感器型号为：GTH500B 型传感器。 一、安全监控系统要求 1、根据煤矿安全规程的要求，必须装备矿井安全监控系统。 2、监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能，

58、同时具备故 障闭锁功能，在发生甲烷超限或故障时，能够切断设备监控区域的全部非本质安全型 电器设备的电源并闭锁。 3、监控系统必须实时监控全部掘进工作面甲烷浓度变化、环境变化及被控设备 的通、断电状态。 4、安全监控设备的电源箱应设在新鲜风流中并可靠接地。供电电源必须接在被 控设备的电源侧，严禁接在被控设备的负荷侧。 5、监控设备之间必须使用专用电缆连接，使用电缆扎带进行绑扎，严禁与调度 电话电缆或动力电缆等共用。 6、信号传输电缆应与动力电缆分挂在巷道两侧，如条件受限，应敷设在动力电 缆上方 0.1m 以上的地方，与其他信号电缆之间的距离不小于 50mm。电缆上严禁悬挂 任何物件。 7、当电网

59、停电后，系统必须保证正常工作时间不小于 2 小时。 8、安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号。 9、瓦斯传感器及一氧化碳传感器必须 7 天进行调试、校正。当传感器的显示误 差超过允许误差时，必须由专业安全仪器监测工进行调校，除专业安全仪器监测工外， 任何人不得擅自修改监控设备的数值。 10、通风区负责安全监控系统的测试，项目部负责维护以及随掘随向前移探头。 当安全监控设备发生故障时，必须及时通知通风区，由通风区人员处理。故障期间必 须制定相应的安全措施。 11、根据矿通防管理制度汇编的要求，掘进工作面配电点形成时，必须提前 3 天通知通风区，准备装配安全监控系统。 二、各类传感

60、器的安设位置 在 3-5#煤层胶带大巷迎头5 米风筒对侧（距顶不大于 300mm,距帮不小于 200mm）悬挂甲烷传感器 T1（其报警浓度为0.8%，断电浓度为1.2%，复电浓度为 0.8%） ；掘进机机载甲烷传感器 T掘（其报警浓度为0.8%，断电浓度为1.2%，复 电浓度为0.8%） ；在 3-5#煤层胶带大巷西段开口处向里 10-15 米处悬挂一个甲烷传感 器 T2（其报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8%，复电浓度为0.8%） ，断电范围：巷 道内全部非本质安全型电气设备。在迎头向后第二节风筒上安装风筒传感器，当风机 停风时断电，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 3-5#