5204顺槽机掘作业规程

5204顺槽机掘作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置用途。

1、巷道名称:5204顺槽。

2、巷道位置：5204顺槽与2204顺槽通过8204切眼沟通形成回采工作面。5204顺槽

位于二采区中部，东部为原七采区巷道，南部为实体煤，西部为本矿边界，北部为8203

准备工作面。

3、巷道用途：为8204回采工作面回风、排水等。

二、巷道设计、掘进长度、工程量：

1、5204顺槽在二采区皮带巷A7#测点南41.29m处开口，掘进方位角为90°,设计

长度1486m,机窝71.2m已掘,剩余1414.8m沿11*煤层底板掘进。

2、5204顺槽掘进长度1414.8m（设计长度1486m,机窝71.2m已掘）。

3、5204顺槽掘进断面3500mmX2900mm,毛断面积为10.15itf,净断面3300mmX

2800mm,净断面积9.24m,巷道为矩形断面。

附：5204顺槽平面布置图（1）、

5204顺槽预想剖面图（2）。

第二节编写依据

一、采区设计

《二采区设计说明书》。

二、地质说明书

《9+10+1产煤层5204顺槽掘进地质说明书》。

三、参考相关资料

2011年新版《煤矿安全规程》；《煤矿安全技术操作规程》；《煤矿防治水规定》；

2010年大同煤矿集团井下工种《岗位工作技术标准》；2013年大同煤矿集团《双基建设

标准》；《矿井地质报告》；《矿井水文类型划分报告》。

第二章地面相对位置及地质水文情况

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表

地面标高（m）1076—1340工作面标高/

940-970

地面相对位置及掘进对地位于风井广场南部720米攵七上覆对应的地表西部为艾蒿凹村庄，掘

面设施的影响进对地表无影响。

位于二采区中部，东部为原一采区采空区，南部为实体煤，西部为本

邻近采区开采情况

矿矿界，北部为8203工作面原及703工作面（未圈出）。

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层产状、厚度、结构、层间距：根据《5204顺槽地质说明书》和5204顺槽

在二采区皮带巷开口位置实际揭露情况：5204顺槽掘进面地质构造简单，地层倾角平缓,

煤层为太原组9+10+11#"煤层。的煤层位于太原组下段顶部，L灰岩之下，上距2*煤层74.08

-82.17m,平均80.15m,煤层厚度L0m,结构简单，不含夹研，为全区稳定可采煤层，

煤层顶板为L石灰岩，底板为泥岩。10+1「煤层位于太原组下段，上距9’煤层0.8m,煤层

厚度5.39m,结构较简单，含0—3夹研，为全区稳定可采煤层，煤层顶板为泥岩，底板

为泥岩、炭质泥岩。

附：煤（岩）层综合柱状图（3）

第三节地质构造

地层倾角平缓，倾角一般在3〜6。左右，煤层倾角及走向变化不大。为简单的背斜

构造，根据地质钻孔及地测科提供的地质说明书资料］本工作面地质构造较简单。

第四节水文地质

根据地质报告提供的资料：2*煤层矿床类型为砂岩裂隙水充水矿床，9+10+1「煤层

矿床充水类型为灰岩岩溶水充水矿床。井田内各可采煤层直接充水含水层补给条件差，

矿井水防治简单，水文地质类型划为中等。

根据水文类型划分报告提供资料，工作面上覆2#煤层埋藏浅，基本被老、小窑采空，

但井筒井口位置均已查清，通过地面物探工作面上覆2#层有小窑采空区，积水面积2900

m2,积水量2407m3。5204顺槽左侧为本矿703工作面（工作面未圈出），预计有积水，

积水量约为5100m3。根据地质报告5204回风顺槽正前方为原一采区采空区，积水面积

80500m2,积水量143867B?。根据水文类型划分报告5204正前方同层原一采区采空区

有积水，积水面积186360m2,积水量321092m3„掘进时严格按5204回风顺槽探放水设

计进行探放水。

工作面上方含水层为石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层，厚度88.5米的，除砂

岩、砂质泥岩、泥岩，有三层发育良好，易被水溶解的海相石灰岩，即七、七、K,为

本组主要含水层，煤层直接顶为K?灰岩富士性最好，其单位涌水量0.0094-0.133L/S.m,

渗透系数为0.01074-0.0119m/d。属弱一中等富水含水层。二叠系下统山西组裂隙含水

层含水层为中、粗粒砂岩，是2上、2下煤的直接充水含水层，单位涌水量为0.012L/S.m,

渗透系数为0.029m/d,属弱富水性含水层。松散岩类孔隙含水层中上更新统地层出露于

井田内的山顶及沟谷中，含水层主要为黄土底部的砾石层，连续性较差，储水条件较差,

属弱富水性松散空隙含水岩组。二叠系上、下石盒子组碎屑岩类裂隙含水层主要为砂岩,

主要由心、L、&及其它砂岩层组成，为2#煤层顶板主要充水含水层，浅埋藏地带风

化裂隙发育，富水性弱，易接受大气降水沿裂隙渗透补给，随埋深增加，风化裂隙减弱，

富水性亦减弱，该含水岩组含水层地表泉水流量0.05-0.10L/s,矿化度低，属弱富水性

的裂隙含水层。奥陶系中统碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩岩性主要由中厚层石灰岩、泥质

白云岩、泥灰岩、膏溶角砾岩等组成，含水空间主要为溶洞，层间裂隙，垂直节理，由

于岩溶发育不均一，属不均一含水层，接受层间侧向补给。二叠系石盒子组泥岩隔水层

在降与K,砾岩之间，由一套泥岩、砂质泥岩地层隔水性良好，是地表水、浅层风化裂

隙水与煤系地层间的较好隔水层。本溪组泥岩隔水层以铝土质泥岩、砂质泥岩、灰白色

细砂岩及黑色的薄层灰岩组成，平均厚度19.67m,为煤系地层与奥陶系地层间的重要隔

水层。矿井充水水源有大气降水、地表水、含水层水、奥灰含水层水和采空区积水区等

水源。主要充水通道为地表裂隙、导水断层或构造破碎带、冒落带、导水裂隙带。总之,

工作面无突水危险性，局部会有裂隙水，掘进过程中注意排水。

综上所述，5204顺槽在掘进过程中，主要水害为K?灰岩水，及掘进前方本矿的同层

采空区积水，其它因素居次；因此本工作面在掘进时必须加强顶板水的预防及同层的探

放水工作，并安设水泵进行排水，必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后

采”的原则和“防、堵、疏、排、截”综合治理措施，做好探放水工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

5204顺槽在二采区皮带巷距A7#点南41.29m处开口，掘进方位角为90。，设计长

度1486m,机窝71.2m已掘，剩余1414.8m沿1产煤层底板掘进。

5204顺槽掘进长度1414.8m（设计长度1486m,机窝71.2m已掘）。

第二节矿压观测

一、锚杆预紧力检测

掘进过程中，每班安注的锚杆要用扭矩力扳手逐根进行检测，顶锚杆的扭矩力为

200N-m,帮锚杆的扭矩力为120N・m,凡扭矩力达不到要求的锚杆要当班补打安装（工

作面配备2把扭矩力扳手），每班组设专人负责检测并将检测结果记入专用记录本中备查。

二、锚杆、锚索测试

1、锚固力：顶锚杆125KN,帮锚杆85KN。每安装300根锚杆后就要进行一组锚杆

拉力试验，使用拉力机型号：MS15/18/180/55,每组3根，间隔一定的距离选取一根，

不能连续拉拔。并用红油漆做好标记，悬挂拉力试验牌版及填写锚杆拉力试验日常检查

记录表。要求同组锚杆锚固力或拉拔力的平均值，应大于或等于设计值；同组单根锚杆

的锚固力或拉拔力不得低于设计值的90%»

2、锚索预紧力不小于30MPa（使用MQ20-200/40型风动锚索张拉机时,压力表读数

必须达到30MPa）o

三、矿压观测方法及数据处理、

为掌握掘进后巷道变形情况，对巷道进行矿压观测，在巷道巷道每隔30m以及来压

较大区域设置矿压观测点，每5天观测一次，并将数据记录在矿压观测本上。

（1）观测对象及内容：巷道的净宽和净高

（2）观测方法：在巷道两帮和顶板设置矿压观测点（观测点1、2、3…），并定期对

观测点进行测量，记录不同时间的巷道净宽和净高，根据巷道高度和宽度在一定时间内

的变化量来计算巷道水平和垂直变化。

（3）数据处理:

3、数据处理:

匕'■J——

式中：

——巷道的水平变形速度

——巷道的垂直变形速度

一一第m次观测的第n个观测点的水平位移

——第m次观测的第n个观测点的垂直位移

——第m-1次观测到第m次观测间隔的时间

三、顶板离层仪的安装与观测

掘进开口处、交叉点（十字口）、顶板破碎带安设顶板离层仪（型号ZL-H）,另外

每掘进100m安设一个顶板离层仪。顶板离层仪要挂牌管理，吊挂整齐，版面清洁，注

明安装时间、安装人、初始数、深部基点和浅部基点深度、观测记录数据和记录人。顶

板离层仪的初始读数值不超过0-5mm。

1、第一周每班由专人进行填写，第二、三周每天由专人进行填写，第四周以后每

旬由队组安排专人观测并进行填写；要求内容齐全，文字清晰；

2、队组派专人负责检查顶板离层监测仪的数据变化，并在顶板离层监测仪记录表

内及时填写，一式两份，每周向生产技术部送交一份备查。

3、顶板离层指示仪进入设定区域必须采取有效措施，加强巷道支护。

第三节支护设计

一、巷道支护形式：

5204顺槽掘进断面3500mmX2900mm,毛断面积为10.15m2,净断面3300mmX

2800mm,净断面积9.2411）2,巷道顶板锚杆采用“三排平行眼”布置，间排距为lOOOnmi,

打角度锚杆（75°）,并打W钢带支护，钢带间距1000mm,打两排锚索，间距为3000mm,

排距为1500mm,并铺设金属菱形网。巷道72nr720m帮支护采用：煤柱帮支护采用锚杆

+W钢带支护，锚杆采用“三排平行眼”布置并挂金属菱形网，间排距为1000mm,工作

面帮锚杆采用“三排平行眼”布置并挂金属菱形网，间排距为1000mm；巷道721nlT486m

帮支护采用：煤柱帮支护采用锚杆+W钢带托板支护，锚杆采用“三排五花眼”布置并挂

金属菱形网，间排距为1000廊，工作面帮锚杆采用“三排五花眼”布置并挂塑钢网，间

排距为1000mmo

附：5204顺槽断面支护图（4）

5204顺槽平面支护图（5）

二、采用计算法校核支护参数

1、锚杆参数

（1）校核顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件,

应满足：

L^Li+L2+L：i

式中L---锚杆总长

L----锚杆外露长（托板厚度8mm+螺母厚度20mm+顶锚杆取20mm；托板厚

度8mm+螺母厚度20mm+帮锚杆20mm）

L2一一有效长度（顶锚杆取围岩松动冒落高度b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）

L3一一锚入岩层内深度（顶锚杆取800mm,帮锚杆取400mm）

普氏免压拱高：

b=[B/2+Htg（45°—3那/2）]/f项

式中：B、H——巷道掘进跨度和高度，B=3500mm,H=2900mm

f«一一顶板普氏系数，f顶取3

3楮一一两帮围岩的内摩擦角，3摄取56°19，（查表得）

b=E3500mm/2+2900mmXtg（45°-56°19'/2）]/3=886mm

c=2900mmXtg（450—56°19z/2）=908mm

依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶2000》1734mm；帮锚杆长“1800、1356mm

所选锚杆长度均能满足计算要求。

(2)校核顶锚杆间(排)距应满足2<(G/KLr)1/2

式中：a-锚杆间(排)距1.0m

G-锚杆设计锚固力125KN/根

K-安全系数。取2

L-顶锚杆取b=0.886

r-岩体容重取16.7KN/n?

(G/KUr)1/2=(125/(2X0.886X16.7))1/2=2.05m

a=l.0m<2.05m符合要求

(3)依据杆体承载力与锚固力关系式d=35.52X(Q/①)叱校核杆体直径。式中d

为杆体直径，Q为锚固力150KN,①为杆体抗拉强度510MPa.则d=35.52X(125/510)1/2

=17.6mm,现选杆体直径22mm>17.6mm,符合要求。

2、锚索长度参数校核，应满足L=L“+4+L,+3

式中：L—锚索总长度，6200mm；

4—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，1200mm；

-2KX[(4力)/(4力)]=1.2m符合规定

其中：K—安全系数取2；&—锚索直径17.8mm；

人一锚索抗拉强度，1860N/mm?；

一锚索与锚固剂的粘合强度，lON/mm?；

，一需要悬吊的不稳定岩层厚度，4.6m；

Lc—托板及锚具的厚度，0.2m；

Ld—外露张拉长度，0.2m；

3、按悬吊理论验算锚索间排距：

为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，采用SKP17.8-7/1860型6200mm长的钢

绞线将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于稳定岩层中校核锚索排间距，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，靠锚索发挥悬吊作用，在忽略岩体

粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索排、间距。

L=nF2/[BHy-(2F,sin9)/Lj

式中L一锚索间距，m；

B一巷道最大冒落宽度，取3.5m；

H一巷道冒落高度，按最严重冒落高度取4.6m；

Y—岩体容重，16.7kN/m3；

口一锚杆排、间距，1m；

Fl—锚杆锚固力，125kN；

F2一锚索极限承载力，取355kN；

。一锚杆与巷道顶板的夹角，按最小角度取，75°；

n—锚索排数，1。

L=1X355/[3.5X4.6X16.7-（2X125Xsin75）/I]=12m

通过上述计算，得到5204顺槽锚索间距LV12m时，即可满足要求，为进一步加强

巷道顶板支护，5204顺槽采用两排锚索，间距确定为3000mm、排距确定为1500mm、锚

索长度6200mm,满足顶板支护要求。在施工时锚索预紧时的预紧力必须达到30MPa；煤

层厚度发生变化时，并根据实际地质情况确定锚索的实际长度，确保锚索进入K2灰岩

的锚固长度不小于1200mm。

4、支护参数确定：顶板锚杆022,L=2000mm；锚索中17.8,L=6200mm；帮锚杆中

18,L=1800mmo

第四节支护工艺

一、支护材料：

选用左旋无纵筋螺纹钢锚杆、方块铁托板、锚索、11#工字钢、树脂药卷、树脂

锚杆玻璃纤维增强塑料杆体、塑钢托板、W钢带、尼龙网、塑钢网、金属菱形网（全属

国标产品）。

二、支护材料规格：

1、顶板支护

顶板锚杆①22L=2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆（尾部螺纹采用滚丝工艺加工）

顶托板140mmX140mmX8mm方块托板

锚索017.8L=6200mm钢绞线

托板L=800mm11#工字钢

药卷MSCK-2340树脂药卷

钢带长3500mmX宽250mmX厚4mm

2、煤柱侧护帮支护

①巷道72m-720m

帮锚杆O18L=1800mm左旋无纵筋全螺纹锚杆

帮托板140mmX140mmX8mm方块托板

药卷MSCK-2340树脂药卷

钢带长2400mmX宽250nm1X厚4mm

②巷道721m-1486m

帮锚杆①18L=1800mm左旋无纵筋全螺纹锚杆

帮托板140mmX140nimX8mm方块托板

药卷MSCK-2340树脂药卷

钢带托板长300mmX宽250mmX厚4mm

3、工作面侧护帮支护

①巷道721n-720nl

帮锚杆O18L=1800mm左旋无纵筋全螺纹锚杆

帮托板140mmX140mmX8mm方块托板

药卷MSCK-2340树脂药卷

②巷道721m-1486m

帮锚杆018L=1800mm全螺纹式树脂锚杆玻璃纤

维增强塑料杆体

帮托板①200mmX50mm塑钢托板

药卷MSCK-2340树脂药卷

4、顶网及煤柱侧帮网支护

金属菱网8#铁丝（每片L=6000mm、B=1300mm）网孔50mmX50mm

5、工作面侧帮网支护

①巷道72m-720m

金属菱网8#铁丝（每片L=6000mm、B=1300mm）网孔50mmX50mm

②巷道721m-1486m

塑钢网8#塑钢（每片L=6000mm、B=1200mm）网孔50mmX50mm

6、每隔100m顶、帮网支护

尼龙网8#尼龙（每片L=6000mm、B=1200mm）网孔50mmX50mm

三、支护要求：打锚杆挂网支护时遵照以下规定

1、施工顺序：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）一掘进机切割一

出煤一敲帮问顶f临时支护顶板及铺顶网、钢带一施工锚杆眼安装锚杆f打锚索一收尾

整理。

2、顶帮药卷均使用树脂药卷，顶板、护帮锚杆每孔使用二支药卷，锚固长度不小

于600mm。安装锚杆时将锚固剂外包装去掉，用锚杆体顶住送至孔底，启动搅拌器边旋

转边搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为30—45s。搅拌停止后，等待90—180s,卸下

搅拌器托板、拧紧螺母。

3、顶锚杆孔深为1900mm,打锚杆使用MQT—130/2.8型气动锚杆钻机（1台使用，

1台备用），钻头使用①28mm的合金钢钻头。

4、帮锚杆孔深为1700mm,打帮锚杆使用ZQS—50/L9S型气动手持式钻机（1台使

用，1台备用），钻头使用①28mm的合金钢钻头。打好眼后，掏净煤粉，必须使用风动

扳手紧锚杆。

5、顶、帮锚杆均采用边掘边锚，即''割一排，锚一排”。必须是打起顶锚杆后（支

护时从中间往两边打锚杆），再打帮锚杆。

6、打顶、帮锚杆时，掘进机的截割头落地，并闭锁截割部电机，断开掘进机上的

电源开关和磁力启动器的隔离开关。非专职人员严禁操作掘进机。

7、严禁混用不同规格、型号的锚杆和菱形网。支护材料必须有产品合格证和合格

检验报告。

8、加强进矿支护材料质量管理，严格进行质量验收，严禁过期或不合格的产品下

井使用。

9、网必须铺平、铺展，紧贴顶帮，网压茬搭接长度200mm,联网要孔孔连接，压茬

部分必须用14"铁丝绑接牢固，每道绑接间距不大于400mm。

10、严禁空顶作业，锚杆最小控顶距1000mm,最大控顶距2000mm。

11、锚杆间排距允许误差不超过±100mm。

12、顶锚杆按90°打眼，角度锚杆不小于75°,遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙

面；帮锚杆垂直于巷帮布置。

13、锚杆托板和钢带要求紧贴岩（煤）壁，不得松动。顶帮锚杆外露长度为螺母外

10-30mm,局部顶板破碎或片帮处外露长度不大于50mm。

14、锚固力:顶锚杆125KN,帮锚杆85KN。

15、顶板与煤柱侧帮铺设金属菱形网，护帮网必须顺掘进方向挂网。

16、工作面侧护帮锚杆必须使用全螺纹式树脂锚杆玻璃纤维增强塑料杆体、塑钢托

板、塑钢网，塑钢网必须顺掘进方向挂网。

17、、掘进每隔100m巷道，顶帮网要用尼龙网整片铺挂，防止静电。

18、螺母扭距力：顶锚杆200N•m,帮锚杆120N•mo

19、锚杆头螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。

20、掘进巷道必须设支护材料明码存放，支护材料必须分类上垛、挂牌，明码摆放

整齐。同类支护材料堆放不超过2垛，备用支护材料距离迎头不超过200m。

21、锚杆锚索支护技术要求：

⑴、打锚索使用MQT—130/2.8型气动锚杆钻机，打眼前先送水后开钻，严禁无水

开钻，推力要适当，严禁猛升造成钻杆折断。

（2）、锚索进入K2灰岩不得少于1.2m,每根锚索使用药卷4支，锚固长度不小于

1200mm,搅拌时间按药卷使用说明书，严禁随意截短药卷或钢绞线。

⑶、锚索预紧力为30MPa使用（MQ20-200/40型风动锚索张拉机时,压力表读数必须

达到30MPa,1台使用，1台备用）。锚索外露长度为锁具外150—250mm。锚索最小控顶

距3m,最大控顶距4m0

（4）、当顶板破碎或者变化时，施工单位可以根据现场实际情况，在原有支护的基础

上再增补锚杆锚索以加强支护。严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的间排距及随意降低顶

板支护强度。如遇顶板节理、松软、压力大地段加密锚索布置（根据实际情况），并紧

跟煤头支设。同时锚索托板L=800mm改为托梁L=3000mm,并编制补充措施。

⑸、安设顶板锚杆时，靠近两帮的一排锚杆于巷道两帮倾斜线与水平线成75°夹角

打眼，中间三排顶锚杆按90°打眼；两帮锚杆分别向巷道两侧水平方向打眼。

⑹、各锚杆托板必须与顶板贴紧，当顶板不平，托板接顶不严时，可用柱帽垫平。

（7）、托板应与巷道垂直布置，当顶板有裂隙时，锚杆要尽量垂直裂隙面。必须是打

好顶锚杆后，再打帮锚杆。

⑻、锚杆螺帽必须使用力矩扳手拧紧，扭矩达到设计要求。打眼时，施工队组必须

在钻杆上明确标记，做好施工记录（施工日期、施工负责人、施工锚杆、锚索数量、掘

进进度）。

22、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，

撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强支护后方可继续施工。

23、每班开工前、割煤前、支护前跟班队长必须检查偏中线，发现指向仪有偏差时，

必须停掘，进行校验无误方可施工掘进，如不能处理及时汇报地测科，待处理后，方可

继续掘进，防止出现超挖、欠挖现象。

四、临时支护工艺、工序及要求：

本巷道掘进施工时采用机载前探梁临时支护，当机载前探梁不能使用时或者使用机

载前探梁达不到临时支护要求时采用丝杠式前探梁临时支护。

（一）机载前探梁临时支护

⑴当掘进机向前割至距永久支护2.0m时，停止掘进，应将截割头放下。检查支护

装置各部位零件及管路，在保证完好状态下，操作二位三通阀，使液压油切换到支护装

置油路，进入机载前探梁支护程序。

⑵掘进机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，达到所需的角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，然后在掘进机机载临时支护的保护下进行打

孔、上锚杆，即完成该次支护任务，确定锚固无误后，收回支架。

⑶先把主架下降到最低位置，然后折合顶架，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结束。打完锚杆支护后，前探梁必须收回。

⑷以上动作通过反向拉动多路换向阀相应的手柄完成。

⑸该次支护作业完成后，推动二位三通阀切换到掘进机掘进的油路，继续进行掘进

作业，进行下一个作业循环，如此反复进行。

⑹在使用ZLJ-4.5掘进机机载临时支架装置前，仔细阅读产品使用说明书，以保证

正确安全使用。

⑺支护装置在打开时，副司机应注意观察支护各关节管路是否有不正常现象，锚网

是否有滑脱现象。

⑻注意保持油缸油位，观察油温不超过70C。

⑼每天工作前把黄油咀内加满黄油。定期清理油箱和过滤器。

⑩不得随意拆卸液压件，防止脏物进入管路，污染液压油和液压元件。拆卸维修时,

注意将拆下的油管接头、液压件用布包扎，以免煤尘进入。

(1D在使用支护装置时;严禁动作掘进机，否则会造成严重事故。如需进行工作时;

应提前把支护装置收回，掘进机才能操作。

⑫支护高度不够时，应先落下支护装置，再抬高炮头，并在炮头下垫入枕木，然后

再升高支护装置。严禁在支护装置打开状态下抬高炮头。否则将严重损坏本装置。

⑬支护顶架贴紧巷道顶面后，严禁再操作折叠油缸推动顶架前后推动，否则会使顶

架变形，油缸杆变形弯曲。

(14)严禁空顶作业，必须使用机载前探梁支护。巷道在完成截割工序后，要求立即采

用安全可靠的机载前探梁支护装置对新暴露的顶板进行临时支护，保证工作面人员作业

安全。机载前探梁支护装置必须接顶严实，未接触部位要用木料楔紧。

(二)丝杠式前探梁临时支护

1、当EBZT32掘进机的机载前探梁出现故障不能使用或者达不到临时支护要求时,

采用丝杠式前探临时支护。当掘进机向前割至距永久支护2.0m时，停止掘进，后撤掘

进机，应将截割头放下，掘进机的截割头落地，并闭锁截割部电机，断开掘进机上的电

源开关和磁力启动器的隔离开关。

2、严禁空顶作业，巷道在完成截割工序后，要求立即采用安全可靠的丝杠式前探

梁支护装置对新暴露的顶板进行临时支护，保证工作面人员作业安全。丝杠式前探梁支

护装置必须接顶严实，未接触部位要用木料楔紧。

3、施工时，必须使用丝杠式前探梁支护，用3根4.0米长的型号为12#的槽钢作长

梁，用3根3.5米长的型号为12#的槽钢作横梁，9副特制的前探梁丝扣卡子固定横梁,

用横梁上的丝杠装置把长梁顶起接顶，长梁必须接顶严实未接触部位要用木料楔紧。

4、临时支护时，移前探梁操作，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥，2人移前

探梁。支护工先把前探支护长梁向前滑移，并用横梁上丝杠装置升起长梁，使长梁同顶

板吻合，接顶严实未接触部位要用木料楔紧。前移探梁时必须由专人监护顶板及煤帮，

顶板维护好后，然后在前探临时支护的保护下进行打孔、上锚杆，进行支护，先中间后

两边，确定锚固无误后，前移前探支护横梁及丝扣卡子到新打设的顶部锚杆。

5、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声掉渣现象要立即停止

作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外往里采用带帽点柱支护后，方可继续施工。

6、临时支护槽钢不能占据打顶锚杆位置，打顶锚杆时必须由外往里，由中间向两

边，必须是打好所有顶锚杆后再打帮锚杆。

7、当遇到特殊地质构造时，及时制定专项技术措施并实施。

8、该次支护作业完成后继续进行掘进作业，进行下一个作业循环，如此反复进行。

9、支护工艺流程：

敲帮找顶一上前探梁背接牢固及铺顶网一打锚杆眼一装树脂药卷一采用内锚固搅

拌器搅拌树脂药卷装入锚杆一上锚盘、螺母采用紧固器紧固锚杆。

附：5204顺槽临时支护示意图(6)

巷道支护参数参考表

项目质量标准部位巷道规格

巷道毛宽/mm巷道偏中线+100左一右3500

巷道毛高/mm一50〜+200上一下2900

125顶锚杆力125

锚固力/KN

85帮锚杆285

顶锚杆间距1000

顶锚杆排距1000

间排距/mm±100

帮锚杆间距1000

帮锚杆排距1000

角度(°)》75>75

顶帮锚杆

外露长度/mm10-3010-30

锚索间距3000

锚索外露长度/mm150-250

锚索排距1500

锚索锚固力/KN15030mpa

第四章施工工艺

第一节施工方法

5204顺槽设计长度1486m,机窝71.2m已掘,剩余1414.8m沿11#煤层底板掘进。掘

进时采用EBZ-132型综掘机沿11*煤层底板截割并自行装煤，最后形成巷道断面形状（为

矩形）的施工方法。

第二节掘进方式

一、机掘施工方式：

1、巷道掘进采用EBZ-132型综掘机，先截割所需断面煤层的中下部，最后由下向

上截割，并自行装煤。由5204顺槽800型皮带输送机运输至二采区皮带巷皮带输送机、

一采区皮带运输大巷的皮带输送机至煤库，最后经主斜井皮带输送机运输到地面煤场。

2、生产工艺流程：

开机前准备一短探短掘（探12nl掘4m）一掘进机割、装煤、运煤一清理浮煤一临时

支护及铺顶网、钢带一打顶锚杆、锚索支护一打护帮锚杆及挂网支护一下个循环。

3、机修工艺流程：

机修前的准备一检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部刮板输送机、皮带

输送机及延伸，下料、其它工作正常掘进。

4、掘进机截割工艺：

掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷中，由巷道下部开口进刀，左

右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，进刀深度以0.5m为宜，待截割所需循环

进度断面完毕（每循环进度1m）,先临时支护及铺顶网，打顶锚杆，支护顶板完成，打

护帮锚杆并挂网最后再进行下一个循环，往复进行。

5、严格按地测科给线通知单，偏中线掘进。

附：5204顺槽掘进截割顺序图（7）

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

1、装煤、运煤:机掘时由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机第一运输机和第二运

输机把煤输送到5204顺槽DSJ-800型皮带输送机，经二采区皮带巷皮带输送机、一采

区皮带运输大巷的皮带输送机至煤库，最后经主斜井皮带输送机运输到地面煤场。

5204顺槽采用两部DSJ-800皮带输送机。胶带机参数为：带宽800mm,运距1000m,

带速2m/s,运输能力400t/h,电机功率2X40kW,电压660V,适应倾角范围＜18°。

胶带机参数表：

输送主电机

旦带宽带速最大输送传动滚筒托根直倾角范

型号里功率

(mm)(m/s)长度(m)直径(mm)径(mm)围(。)

(t/h)(Kw)

DSJ-80/40/2X404008002.010002X404)500①89±18

2、材料及设备运输:材料、设备分别装材料矿用车由副斜井地面主绞车JK-2X1.5,

电机220KW,送至井底；利用JD-1.6型绞车，电机25KW和JD-1.0型绞车，电机11.4KW,

将设备、材料运至轨道运输大巷与二采区轨道巷口，经二采区轨道巷运至5204顺槽，

5204顺槽内铺设临时轨道(采用GB-22Kg/m轨道),利用JD-1.0型绞车，电机11.4KW,

运到本工作面料场。

装载设备运输方式表

序号设备名称型号数量/台安装位置运输方式运输距离

1掘进机EBZ-1321掘进头

2皮带输送机DSJ-80025204顺槽

3皮带输送机DSJ-8001二采区皮带巷

4主绞车JK-2X1.51副斜井地面绞车房

540绞车JD-22轨道运输大巷

6调度绞车JD-1.68轨道运输大巷

7调度绞车JD-1.05轨道运输大巷

8调度绞车JD-1.01二采区轨道巷

9调度绞车JD-1.015204顺槽

第四节管线布置

一、管线铺设

1、压风、静压水管路从皮带运输大巷经二采区皮带巷敷设到5204顺槽；压风、静

压水管路每50m设一个中19mm三通阀门。

2、排水、应急排水管路从皮带运输大巷经二采区皮带巷敷设到5204顺槽；

3、压风自救、供水施救装置利用压风、静压水管路布置；

4、电缆一路由从5204顺槽运输绕道处移动变压器铺设到5204顺槽，另一路由二采

区临时配电室变压器铺设到5204顺槽。

5、风筒吊挂在巷道左帮。

二、管线吊挂

1、在巷道中所敷设的电缆、信号线在巷道的右帮，间距100mm,距顶板400mm

处安设电缆勾，电缆钩间距1.0m一个，电缆必须吊挂整齐并与巷帮平行。

2、管路在巷道的右帮下部吊挂铺设，管路用挂钩进行吊挂，管路上下间距200mm,

距电缆下方500mm处安设吊挂勾，挂钩间距5m,均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐。

3、风筒在巷道左帮，要悬挂整齐，逢环必挂，接头严密，无破口不反接。吊挂平、

直、稳、拐弯要使用过度节，工作面风筒不落地，风筒末端距工作面不大于10m。

4、压风、静压水、排水、应急排水管路要接口严实，不得出现漏水、漏风现象。压

风、静压水管路距离工作面20m范围内使用1寸胶管。20m外使用钢管，要随工作面前

进及时延长，以备工作面生产和压风自救及供水施救系统用水、用风。

管线敷设方式

序号名称规格型号数量(m)与工作面间距

1风筒800mm1480W10

2压风管路657mm1480W10

3静压水管路657mm1480W10

4排水管路(D57mm1480W10

5应急排水管路6108mm1480W10

6电缆70mm2、50mm235mm21480W15

附：5204顺槽断面管路布置图(8)

第五节设备及工具配备

设备及工具配备情况表

机械名称型号功率单位数量配套方式

掘进机EBZ-132132+55台1独立

+11KW

胶皮带输送机DSJ—8002X40部2独立

涨紧车5.5KW台2独立

调度绞车JD-1.011.4KW台1独立

锚杆钻机MQT-130/2.8-B型台2独立

气动手持式钻机ZQS-50/1.9S型台2独立

通风机FBDNo6.0/2X152X15ZA2独立

移变KBSGZY-630/10/1.2630KVAZA1独立

应急排水泵D85-45X345KWZA1独立

水泵BQW15-100-5.5kw2X5.5台2独立

照明信号综保ZBZ-4.04KW台1独立

二次负压装置台1独立

智能双切换开关QJZ—2X120fl1独立

馈电开关KBZ—630台1独立

馈电开关KBZ—400台1独立

真空开关QBZ—120台2独立

真空开关QBZ—80台3独立

真空开关QBZ—80N台3独立

激光指向仪YHJ-500台1独立

电话KTH106-IZ（A）W60V部2独立

第五章生产系统

第一节通风

一、通风系统

施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在5204顺槽内新鲜风流中（5204顺

槽距回风绕道口10m以外）。

二、风量计算

根据配风标准规定要求：掘进工作面实际需风量按CH八C0,涌出量、人数、巷道风

速等分别计算。取其中最大值，然后选定局部通风机，根据其吸风量进而确定全风压供

风量

1、按照瓦斯涌出量计算

Q掘=125Xq掘阳Xk掘阳

式中：

Q掘一一掘进工作面风筒末端的实际需要出风量，m7min；

q掘CH»---掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m7min„取0.18m：'/min。

k掘CH.——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，正常生产条件下，连续观

测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，k掘CIL取2.5；

125一—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。

Q掘=125Xq掘CH.,Xk掘CH尸125X0.18X2.5=56.25m7min

2、按照二氧化碳涌出量计算

Q掘=67Xq掘CO/Xk掘CO2式中：

q掘CO/——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m7min；取0.64

k掘CO2一—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连

续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，但

取值不能小于2.5；

67——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

Q掘=67Xq掘C0?Xk掘C02=67X0,64X2.5=107,2m7min

3、按工作人员数量计算

Q掘24N掘

式中：

N掘一一掘进工作面同时工作的最多人数（现场交接班时），36人。

Q掘=4X36=144n?/min

4、按最低风速计算

、掘=60X0.25XS掘

S掘一一掘进工作面巷道的净断面积，m2；MX9.24

掘进巷道要求的最低风速为0.25m/s

Q掘=60X0,25X9.24=139m7min

根据计算取最大值144nMmin,5204顺槽掘进工作面风筒末端的实际需要风量Q掘

为144m3/min。

5、局部通风机选型

(1)局部通风机实际需要吸风量计算

根据掘进工作面风筒末端的实际需要风量，考虑风筒的漏风因素，按照风筒百米漏

风率实测值计算局部通风机的实际需要吸风量。

Q扇需=Q掘/(1-L掘/100Xn)

Q扇需一一局部通风机实际需要吸风量，m7min；

Q掘一一掘进工作面风筒末端的实际需风量，144n)3/min；

n一—风筒百米漏风率，%；取2.68%

L掘----掘进工作面长度，1486m。

Q扇需=144+(1-1486+100X2.68%)=144+0.602=239mVmin

附表风筒百米漏风率取值表

风筒长度(m)1002003004005006007008009001000

n(%)7.416.145.3254.624.324.013.763.603.42

风筒长度(m)1200140016001800200022002400260028003000

n(%)3.132.892.682.52.342.22.081.961.851.75

6、风机选型

选用2台FBDNo6.0/2XI5km局部通风机，一台工作，一台备用。该局部通风机额

定最大吸风量为370m7min,大于经过上述计算的局部通风机的需要吸风量239m7min,

满足要求。

7、风量验算

①按最低风速验算：

煤巷掘进最低风量Q如260X0.25S掘(m7min)

式中：S撼——掘进工作面的断面积，m2

0.25——煤或半煤岩巷允许最低风速，m/s

Q144260X0.25S据=60X0,25X9.24=139m'/min

②按最高风速验算：

煤巷掘进最高风量Q那W60X4S撷(m3/min)

式中：S摭——掘进工作面的断面积，m2

4——煤或半煤岩巷允许最高风速，m/s

Q撼=144W60X4S那=60X4X9.24=2218m3/min

8、风筒选择

局部通风机采用800mm风筒向工作面供风。

9、全风压风量计算

按选定的局部通风机实测最大吸风量，计算掘进工作面的全风压需要风量Q掘全。

无实测数据时，按局部通风机的额定最大吸风量计算。

(1)有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷

Q掘全=Q扇测max+60X0.25S

式中：

Q扇测max——局部通风机实测最大吸风量，m7min,无实测数据时，取额定最大

吸风量。取370m7min

0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；

S——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取9.24nV

Q掘全=Q扇测max+60X0.25S=370+139=509m3/min

全风压配风量需不少于509m7min,实际配风量为530m'/min。

三、局部通风机的安装地点选择及管理要求：

(-)局部通风机安设在5204顺槽距回风绕道口10米以外的进风巷道中。

(-)局部通风机安装要求：

1、局扇及其启动装置安装在距回风口10米以外新鲜风流中，局扇垫高0.3米以上,

局扇安装地点的巷道支护良好。

2、局扇安装地点巷道内全风压供风量必须大于局扇吸风量，防止局扇产生循环风。

3、局扇安装地点进风风流中瓦斯浓度不得超过1%。

4、局扇应采用专用变压器、专用线路、专用开关，并实现自动切换。

5、局扇必须装有风电、瓦斯电闭锁装置，当局扇停止运转时，必须能够自动切断

局扇供风巷道内的一切电源。

6、局扇要挂牌指定人员管理，严禁非专门人员操作局扇和随意开停风机。

7、局扇因停电或检修等原因而停风时，工作面必须撤出人员并切断局扇供风区内

的一切电源。

8、在恢复局扇通风前，必须先检查局扇及其开关地点附近10米内风流中的瓦斯浓

度不超过0.5%时，才可启动局扇恢复局扇通风。否则，必须按照矿井瓦斯排放专门安全

措施，控制风流进行瓦斯排放。

9、风筒铺设应吊挂平直，逢环必挂；风筒拐弯应使用专用拐弯风筒；风筒连接要

采用反压边接法，接头要严密不漏风；在同一条巷道中必须使用直径相同的风筒；风筒

末端距工作面不大于10mo

10、加强风筒的日常检查、维护工作。风筒有破口裂缝要及时修补或更换；风筒有

挤压要及时消除；风筒内有积水要及时放掉。

三、通风安全技术参数要求：

通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证每人供风量不低于4m3/min,

保证巷道风速不低于0.25m/s,不高于4m/s（通风区负责检测）。

四、通风路线：

新鲜风：地面一主斜井（副斜井）一皮带运输大巷（轨道运输大巷）一二采区皮带

巷（二采区轨道巷）f5204顺槽一局部通风机一工作面

乏风：工作面一5204顺槽f5204顺槽回风绕道一二采区回风巷一回风大巷f回风

斜井一地面

附：5204顺槽通风系统示意图（9）

第二节压风

本工作面压风风源来自地面安装空压机2台（1台使用、1台备用），SLT-220A型号，

主管路铺设敷设6133管路，经回风斜井、皮带运输大巷、二采区皮带巷至5204顺槽，

支管路采用657管路承担5204顺槽工作面的用风。

压风设备技术参数表

序号设备名称型号数量/台管径/mm风压排气量安装敷设

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