掘进巷道00工作面及运顺槽作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为00工作面主、辅运顺槽。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成00工作面运输、进风系统，满足00工作面生产时的运输、通

风、行人、运料、管线、电缆敷设的需要。

三、巷道设计长度及服务年限

1、巷道设计长度：

主运顺槽为3392.2m,已掘110.5m,辅运顺槽为3382.2m已掘99.1m。联巷54

个，其中已掘1联巷20m,2联巷23m。剩余52个联巷每个联巷长度20m。我队所掘

主运顺槽为3281.7m,辅运顺槽为3283.1m。联巷掘进长度为1040m,共计掘进长度为

7604.8m。

2、服务年限：14.85个月

四、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2017年06月27日开工，预计2018年03月22竣工（235天）。

第二节编写依据

1、《煤矿安全规程》（2016年版）；

2、《煤矿作业规程编制指南》（煤炭工业出版社）；

3、《**管理制度汇编》；

4、《连续采煤机及配套设备操作规程》；

5、《机械采矿技术》。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1。

表2-1地面相对位置及邻近采区开采情况

水平名称3-1水平巷道名称主、辅运顺槽

地面标高/m1226—1282井下标高/m1039—1043

地面的相对

位置及建筑位于松定霍洛敖包东侧、阿大线北侧。

物

井下位置位于3-1煤三大巷南侧，邻区无采动，为实体煤。

邻近采区开

邻区无采动，为实体煤

采情况

主运顺槽

走向NS倾向WE长度/m3392.2辅运顺

槽3382.2

第二节煤（岩）层赋存特征

一、工作面煤层情况见表2-2。

表2-2煤层情况表

煤层厚度（m）3.9-4.2煤层结构简单煤层倾角（°）0~3°

开采煤层3T煤煤种褐煤稳定程度稳定

煤层情况黑色，以暗煤为主，暗淡沥青光泽，水平层理，节理、裂隙发育，

描述局部裂隙有方解石和黄铁矿薄膜充填。

Mad(%)Ad(%)St(%)Vdaf(%)Qnet,d(MJ/kg)

煤质情况

0.3〜32.3-

8.5~9.85.6〜7.528.1~31.2

0.3535.1

二、工作面煤层顶底板情况见表2-3。

表2-3顶底板岩性特征

顶、底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

老顶砂质泥岩7.0~8.5深灰色砂质泥岩、水平层理。

灰色、细砂岩，局部为砂质泥岩，

主要成分为长石、石英，含白色

直接顶细砂岩9.0-12.0

云母片。水平层理，块状构造，

分选中等。

黑色，半暗型、暗淡型煤，以亮

煤和暗煤、丝炭、镜煤组成，暗

煤层3.9~4.2淡的光泽，水平层理，节理、裂

隙发育，局部裂隙有方解石和黄

铁矿薄膜充填。

灰一深灰色，具水平层理，交错

直接底砂质泥岩14.3—18.2

层理，泥质胶结。

三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数见表2—4。

表2-4影响掘进的其他地质情况表

瓦斯含量低，属二氧化碳-氮气或甲烷-氮气带

瓦斯等级低瓦斯矿井

发火期燃点低、丝炭含量高，属于容易自燃煤层，发火期35〜45天

煤尘爆炸性指数36除属易爆煤层

地温正常

第三节地质构造

工作面范围内煤层底板较平缓，预计煤层底板标高1039—1043m,煤层厚度3.9

-4.2m；随巷道向前掘进，掘进前方煤层呈波状起伏，总体为负坡掘进，倾角0—3°,

掘进段煤层结构简单，厚度稳定。掘进范围内与2-2煤采空区层间距为28-36m。

两条顺槽在3T煤层中沿煤层底板掘进，上部留有0.4-0.7m厚度不等的顶煤，

煤层直接顶为细砂岩，局部为砂质泥岩，普氏系数为2.8—3.5,软化系数为0.57。

底板为灰色砂质泥岩。普氏系数为2.8-3.5之间，遇水易软化,软化系数为0.5-0.6。

第四节水文地质

掘进区段内水文地质情况简单，煤层及顶板岩石中含少量基岩裂隙水，预测单巷

正常涌水量8〜10m7h。

附图：

1、工作面岩层综合柱状图见图2-1。

2、工作面底板等高线及储量计算图见图2-2。

3、工作面内井上下对照图见图2-3。

4、工作面上覆基岩厚度等值线图见图2-4。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

00工作面东面是31106工作面（未采），南面紧邻井田边界，北侧是3T煤三条

大巷，西面是3-1煤三盘区（未采）。00工作面主辅运顺槽布置在3T煤层中，00I

作面主运顺槽位于辅运大巷1621m处；辅运顺槽位于辅运大巷1595.5m处；与辅运大

巷呈90°夹角。主辅运顺槽联巷54个，联巷之间每隔61m,35.5m,14.7m,66.6m,

60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,

60m,60m,60m,60m,60m,56.7m,70.8m,35m,60m,60m,60m,60m,60m,39.4m,

20.2m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,60m,

60m,85.5m,56.7m,70.8m,35m0联巷抹角为3*3m,2*2m,个别使用的联巷抹角均

为3*3m。我队所掘主运顺槽为3281.7m,辅运顺槽为3283.1m。联巷掘进长度为1040m,

共计掘进长度为7604.8m。

采用前进式双巷同时掘进主运顺槽和辅运顺槽。

附：00主、辅运顺槽掘进工作面巷道布置图

第二节支护设计

一、确定巷道断面

00掘进工作面主运顺槽断面为5.5mX（高）3.5m,断面为19.25itf；辅运顺槽

断面为（宽）5.5mX（高）3.5m,断面为19.25m2；联巷断面为（宽）5.0mX（高）

3.5m,断面为17.5沿3T煤层掘进。

掘进主、辅运顺槽和联巷过程中如遇地质构造变化时，根据实际情况，及时编制

过地质构造安全技术措施，根据措施对巷道顶板加强支护。

二、支护参数设计

1、采用计算法校核支护参数

（1）锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：

L2L1+L2+L3

式中L一锚杆总长，m;

L1—锚杆外露长（托板厚度+螺母厚度+0.02〜0.05m,取0.05m）,m;

L2一有效长度，取锚杆免压拱高b,m；

L3一锚入岩层内深度，一般取0.5m。

普氏免压拱高：

b=[B/2+Htan（45°-3帮/2）]/f项

式中B、H一巷道宽度和高度，B=5.5m,H=3.5m；

3将一两帮围岩的内摩擦角，取63.43°（查表得）；

f顶一顶板岩石普氏系数，取4。

b=[5500/2+3500Xtan（45°-63.43°/2）]/4=893mm

L=0.05+0.893+0.5=1.443m

依据上述公式计算得出：锚杆长度21.443m,可选用锚杆长度1.8m满足要求。

（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6=丫L2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起

见，在考虑安全系数k,取k=2。

kG<Q

a<（Q/kyL2）”2所选锚杆的锚固力Q250kN。

式中G一悬吊岩体重量；

Q一锚杆的锚固力，取50kN；

k—安全系数，取k=1.5；

Y—被悬吊岩层的平均重度，取25kN/n?；

L2一有效长度，0.893m；

a一锚杆的间排距，mo

a<[50/（1.5X25X0.893）]1/2=1.222m

因此，间、排距参数不大于1.222m能满足计算结果。

通过以上计算，主、辅运顺槽和联巷锚杆为矩形布置，其中主运顺槽锚杆间距

为300X940X940X940X940X940X500mm,排距为1.0m,按6套/m布置锚杆；辅运

顺槽锚杆间距为500X940X940X940X940X940X300mm,排距为1.0m,按6套/m

布置锚杆；联巷锚杆间距为0.3X1.1X1.1X1.1X1.1X0.3m,排距为1.0m,按5套

/m布置锚杆。锚索间排距3.0X3.0m,矩形布置。顶板挂网网格为100X100mm,①6.5mm

钢筋网片，可以满足该地质条件下的顶板支护强度。

2、巷道支护设计参数

00主、辅运顺槽采用规格为①16X1800mm锚杆进行支护（托盘为120X120X8mm

钢托盘），每根锚杆配套CK23X500mm树脂1支。顶板挂网网格为100X100mm,06.5mm

钢筋网片，主、辅运顺槽顶网在3联巷后离主帮留50cm。顶网搭接处用双股14#铅丝

扭接，每20cm扭接一次。采用钢绞线规格为IX7-615.24X5000mm锚索进行加强支

护（托盘为300X300XI0mm钢托盘），树脂型号：CK型，23X500mm,每根锚索需三

根树脂，锚固长度为L5米，锚索初次锚固力必须达到10吨，二次张紧锚索锚固力

必须达到15吨，极限拉断力260KN,锚索外露长度150mm。允许锚索及顶板离层仪滞

后工作面最大距离不超过一个联巷（60m）。

00工作面主辅运顺槽及联巷挂帮网工作由矿建服务一队施工，我队协助配合工作。

矿建服务一队必须办理用电审批单，报机电科同意。从我队移变洞室630移变上接一

台馈电开关进行取电，然后在此馈电上接入煤电钻综保开始挂帮网工作。

2、我队跟班队长现场观察、检查，发现有异常响声、掉渣、等异常情况，立即

通知作业人员撤离现场，并及时向生产指挥中心汇报。跟班队长及时和矿建服务一队

跟班队长现场协商挂帮网事项，及时调机将设备挪开，给支护帮网创造条件。

3、我队必须派兼职瓦检员，检查作业区域的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须停

止作业，及时处理，只有在工作面风流中瓦斯浓度在1%以下时，方可进行作业。

4、严格执行“敲帮问顶制度”，及时处理未挂网区域活砰、鳞皮、伞檐。处理片

帮时必须由跟班队长现场指挥，发现隐患及时组织处理，待确认安全的情况下方可作

业。

5、我队每班必须派专人及时处理矿建服务一队未挂网区域内的片帮，防止片帮煤

伤人。所有人员在巷道内行走必须走巷道的中间。

6、帮网滞后工作面距离不得大于50m,还未挂帮网区域内如果片帮严重，威胁我

队生产时，必须停止生产。有权要求矿建服务一队人员优先对片帮严重区域施工，我

队人员积极配合，共同支护片帮区域。待确认安全的情况下，方可撤出人员，开始生

产。

7、每班跟班队长监督检查帮网支护情况，告诫服务一队人员遵守我队劳动纪律。

用电出现故障时，必须征得我队跟班队长同意后，由我队电工和一队电工共同查找原

因，严禁随意动用连采设备、开关等，严防服务一队人员误入生产区域梭车运行路线。

8、我队生产时循环进度严格控制在7.0m以内，并在连采机驾驶室防护栏外侧加

设一层塑料网片，防止片帮煤渣崩伤人员。

9、每班支护完后我队跟班队长将所挂的帮网工作及时汇报区队。

根据中国矿业大学(北京)马念杰教授在锚索支护参数设计中关于直接顶为细

砂岩，且厚度在2~4m之间的，可以按照下式进行计算：

LS=L.+Lt+LZ

L为锚索长度，

L.为锚索深入到稳定岩层中的长度，即深入到老顶岩层，取0.8m

L为剩余煤层厚度与直接顶的厚度4.5-3.5+2.1=3.1

L.为锚索外露长度，取0.15m

计算得到Ls=4.05m,目前使用锚索为615.24X5000mm的钢绞线锚索，长度满足条件

要求。

3、悬吊理论校核锚索载荷：

根据地质钻孔柱状分析，直接顶无坚硬岩层。为防止巷道顶板岩层发生大面积整

体跨落，用①15.24X5000mm的钢绞线锚索，将锚杆加固的顶板整体悬吊于老顶坚硬

岩层中，校核锚索载荷与间排距，冒落高度按照普氏免压拱高为准。可用下式计算锚

索载荷。

每米巷道顶板松动载荷：Pv=2rbB[1-(2a/(2a+c))73]=2X25X1,1X5=275X

0.753=207KN在锚索极限承载力224KN范围内，选型合理。

2、巷道支护设计参数

主、辅运顺槽和联巷全部采用规格为中16X1800mm锚杆进行支护(托盘为120X

120X8mm钢托盘)。每根锚杆配套CK23X500mm树脂1支。

详见巷道尺寸和支护参数表

表3-1巷道尺寸和锚杆支护参数表

巷道尺寸断面

锚杆

K）（米2）

巷道名称

布置外露长每排

宽高掘锚深（mm）排距（mm）

方式度（mm）数量

主运顺槽5.53.519.25矩/p>

辅运顺槽5.53.519.25矩/p>

联巷5.03.517.5矩/p>

表3-2巷道尺寸和锚索支护参数表

巷道尺寸断面

锚索

巷道名称（米）（米2）

宣

宽何掘布置方式锚深（mm）外露长度（mm）

主运顺槽5.53.519.25矩形4850150

辅运顺槽5.53.519.25矩形4850150

联巷5.03.517.5矩形4850150

第三节支护工艺

一、支护方式

oo工作面主、辅运顺槽和联巷全部采用锚杆、网片-、锚索联合支护，顶板挂网网格

为lOOXIOOmm,小6.5mm钢筋网片。

二、网片、锚杆支护工艺及技术要求

首先由锚杆机司机将网片搭接于巷道顶板上，升起临时支撑臂顶住网片。顶网搭

接处用双股14#铅丝扭接，每20cm扭接一次然后降下临时支撑臂。

打眼及安装设备:采用CMM25-4型锚杆机来完成锚杆的打眼和安装工作,锚杆机

钻杆规格：①XL=22X2000mm,钻头规格为中27mm。采用麻花钻杆（①XL=42X

2000mm）,综保和煤电钻配合探顶煤等工作。

支护：支护前必须先执行“敲帮问顶制度”并处理顶板和煤壁周边离层、台阶、

活煤、活砰等。

1、打眼前将锚杆机调整在适当的位置，根据设计锚杆的间、排距，将要打锚杆

的位置预先标好，并在钻杆上标出钻进深度1750mm,然后用锚杆机临时支撑臂支护好

顶板。

2、锚杆间、排距误差土100mm,锚注角度不小于75°,锚杆外露长度（托盘外）

W50nlm。

3、先在钻箱上装好钻杆，摆动阀使钻架刚好顶在打眼的位置上，然后轻轻动作

给进阀杆，使钻头顶到顶板。

3、操作快速给进阀，钻眼深达1750mm时，退出钻杆。

4、安装锚杆：先上好锚杆搅拌杆，再给打好的眼孔内装入一支树脂药卷，锚杆

将规定的树脂顶入锚杆眼内，并将锚杆的尾部套在搅拌杆上，慢慢升钻臂把锚杆同树

脂送入孔底，并捅破树脂搅拌，搅拌时间为10-15秒，使托盘紧贴顶板，停留约30-40

秒后，用锚杆机进行紧固，紧固后达到设计扭矩值。

5、锚杆安装必须符合设计要求，采用机器和人工方法紧固锚杆，保证锚固力及

扭矩力达到设计要求。

6、锚杆安装时，托盘不得重上，托盘紧贴顶板。

7、锚杆、树脂和托盘材质要符合设计要求。

8、锚杆的间、排距按设计要求进行布置，扭矩力和锚固力必须达到设计要求。

9、巷道超挖超过300mm时，必须在其旁边补打锚杆，锚杆失效或报废时，必须

及时补打。

10、清理锚杆机集尘箱粉尘时，严禁将粉尘堆在巷道底板或混入煤中，而应将粉

尘装袋中存放在指定地点，定期由专人运送地面进行处理。

11、锚杆支护时必须由外向里逐排支护，严禁隔排空顶作业。

12、由于开联巷被连采机割到而造成失效的锚杆必须重新补打。

13、锚杆支护严格按作业规程要求施工。必须保证所打锚杆横成排、纵成行；已

施工的锚杆扭矩必须达到100N・m以上，抗拔力必须达到5吨以上，当班所打锚杆必

须当班紧固。

14、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。

15、每班进行一次探顶工作，准确掌握岩性参数，随时调整支护参数。

三、锚索支护工艺

1、打眼前将防爆材料车调整在适当的位置（锚索机放置在材料车上），根据设计

锚索的间、排距，将要打锚索的位置预先标好，锚索机司机在钻臂上插上钻杆，开启

水阀，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头顶到顶板。

2、等钻杆钻进顶板后，关闭水阀，退出钻杆。由锚索机司机续接钻杆，再次开

启水阀，然后轻轻动作给进阀杆，使钻头顶到顶板，直到钻眼深度达到4750nlm。

3、锚索间、排距误差土100mm，锚注角度不小于75°,锚杆外露长度（托盘外）

W150mm。

4、安装锚索：先给打好的眼孔内装入3支树脂药卷，将钢绞线插入钻眼孔内，

并将钢绞线的尾部套在搅拌杆上，慢慢升钻臂把钢绞线同树脂送入孔底，并捅破树脂

搅拌，搅拌时间为10—15秒，停留约30-40秒后，降下钻臂，下一步锚索工安装好

托盘和锁具。最后用张拉器进行紧固锚索，紧固后达到设计锚固力。

5、锚索初次锚固力必须达到10吨，二次张紧锚索锚固力必须达到15吨，极限

拉断力260KN,锚索外露长度150mm。允许锚索及顶板离层仪滞后工作面最大距离不

超过一个联巷（60m）。

第四章施工工艺

第一节施工方法

采用EML340型连续采煤机割煤一久益10SC32型梭车运煤的施工方法。

第二节施工工艺

1、00工作面主（辅）运顺槽和联巷掘进采用连采机割煤并自行装煤；选用CMM25-4

型锚杆机完成锚杆的打眼和安装工作；选用10SC32-48C型梭车将连采机采出的煤转

运至给料破碎机，然后转运到胶带输送机将煤运出；选用防爆装载机来完成材料运送、

设备搬迁、浮煤清理等工作。

2、生产工艺流程：

开机前准备-----＞连采机割、装、运-----►运输、清浮煤-----＞退机------►锚网支护

-----＞下一个循环。

3、检修工艺流程：

检修前准备——►检修连采机各部位、加油、更换截齿，检修梭车、装载机、锚杆机、

破碎机、皮带延伸、下料，其他工作-----►正常掘进。

4、连采机截割工艺：

连采机的截割滚筒长度为3.3m,具体步骤有：

（1）铲装板处于停放或漂浮的位置，截割臂处于半举升状态，向前移动机器与

工作面端头煤壁接触，在升起截割臂至需要的高度，打开喷雾水阀，在开动截割机构

电动机，并将湿式除尘风机开动。

（2）降下稳定靴，增加机器的稳定性，随后开动机器向工作面前端掏槽392〜588

mm,而后操作多路换向阀控制手柄使截割滚筒向下截割整个工作面的高度。

（3）提起稳定靴，使截割滚筒沿底板截割，机器后退约490nlm,用以修整凸起、

平整底板。

（4）升起截割臂到顶部，沿顶板截割，机器前进修整顶板，至切入煤壁掏槽深

392〜588mm,再向下截割工作面大约一半。

（5）将机器的截割滚筒从掏槽的位置向后退出，并将运输机机尾置于梭车车厢

上面，开动机器的装运机构电动机，在向前移动装载已截割下来的物料，装完后降下

稳定靴，继续将剩下的工作面端头煤壁进行截割装载，当梭车装满后，关掉装载机构

电动机，提起稳定靴，倒车，并用截割滚筒修平底板，然后举升截割臂至适当的高度，

准备下一个循环。

连采机截割煤是以切槽和采垛工序来完成00掘进工作面主（辅）运顺槽及联巷的掘

进，采用双巷同时掘进，掘进与支护平行作业。掘进巷道前，连采机司机开动连采机

调整在巷道前进方向的左侧，并以激光中心线确定位置，开始向正前方煤壁切割直至

截入深度达7.0米。然后退出连采机，调整连采机到巷道右侧，开始割剩余部分。每

次正常掘进循环为7.0米（煤机截割头距煤机驾驶室前端之间的距离7m）。掘进工作面

最大空顶距为9.0m。

当无顶煤或顶板煤岩层裂隙发育，顶板易垮落时，必须执行短掘短支，掘进巷道

最大循环进度不得大于3m,必要时掘1m,支1m。

附连采机截割循环图图2-1。

附主、辅运顺槽掘进工作面机电设备布置图图2-2。

掘进工作面配套设备的技术参数见表2-1,表2-2,表2-3,表2-4,表2-5,表

2-6o

表2-1EML340型连采机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸

11300X3300X2050mm输送机宽度762mm

（长X宽X高）

截割头直径1120mm总功率597Kw

截割宽度3300mm电压1140V

截割头转速51转/分采高2.60—4.65m

行驶速度0-18m/min溜子摆动角度左右各45°

工作倾角范围<17°总重量62T

山西天地煤机

采煤能力15-27T/min生产厂家

装备有限公司

运输刮板间距330mm履带宽度560mm

表2-2CMM25-4型锚杆机主要技术特征表

技术特征参数技术特征参数

外形尺寸

6360X3400X2287行走速度0~25m/min

（长X宽X高）/mm

适应巷道宽度/mm4500—6000支护形式2上2下（4缸）

整机重约42T最大爬坡度±16度

适应岩石硬度WlOOMPa最大支护高度5400mm

接地比压0.169MPa钻架数量4

钻杆进给速度0~20m/min钻杆进给长度2600mm

490rpm（手干式：真空吸尘，三

钻杆转速除尘方式

动）600rpm（自动）级过滤；湿式

整机功率2X55Kw钻杆驱动方式两级进给

电缆跟进方式自动卷缆电压等级1140/660V

液压系统开式恒功率控制、负载反馈；行走压力：300bar；锚杆钻力：200bar

表2-310SC32-48C梭车主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸9.263mX3.5mX外转外半径7.59m

(长义宽X高)1.420m

内转内半径3.378m

适应坡度最大坡度12°最大载重18T

额定总功率243Kw离地间隙320mm

卸载时间30-45S液压泵类型双联泵

重量空载27吨生产厂家JOY公司

表2-4防爆装载机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

缸径6-108X135mm总排量(L)7.42

压缩比17：1标定功率(kw)75

标定转速最低燃油消耗

2300238

(r/min)率(g/kw.h)

起动方式压缩空气起动怠速(r/min)650±50

最低工作稳定

常州科研试制中心有

转速/扭矩1300/345生产厂家

(r/min/N.m)限公司

表2-5胶带输送机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

宁夏天地西北煤机

生产厂商减速器型号DCY400-20-II

有限公司

运输能力750T/h运输带速度2.5m/s

运输距离2000m传动滚筒直径O630mm

张紧电机13Kw倾角局部0-3°

主电机型号YB3-315L2-4耦合器型号Y0XsjllZ560

主电机电压660V/1140v液压联轴器型号DT626-1601

主电机功率200Kw托辑直径①108mm

主电机转速1485r/min托辑轴承型号205

张紧力140KN制动力矩100-2000N•M

张紧型号JH-14制动型号BYWZ5-400/121

表2-6GP460/150型给料破碎机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸11X3.8X2.O（高含破

料斗容积6.51立方

（长X宽X高）碎机料斗0.5米）

履带行走速度15.32m/min输送能力460t/h

刮板链速0.463m/s行走减速器二级行星齿轮

刮板链48A套筒滚子链液压泵双联叶片泵

电机功率150KW液压马达柱塞式马达

供电电压660V系统额定压力16.5Mpa

破碎机减速器涡轮、蜗杆油箱容积740L

破碎轴转速112r/min整机重量27900Kg

生产厂家煤科院太原分院

表2-7ZYJ—280/150型架柱式液压回转钻机主要技术特征

项目单位指标

额定压力MPa12

额定转矩N.mN280

额定转速r/min2150

额定流量L/minC37

空载推进速度mm/s2100

空载返回速度mm/sN100

钻岩速度mm/min2200

推进行程mm1080±20

钻孔深度m50-70

冲洗水压力MPa0.6-2

钻孔直径mm①42〜O75

钻孔方位度0〜360°,,90°（顶孔、

帮孔及底孔）

架柱最大高度mm2740±20

架柱最小高度mm2220±20

架柱油缸推进行程mm10

主机重量（不含钻杆）kg168

第三节装载与运输

1、装煤、运煤：连采机采用自装煤方式。连采机上装有收集头机构和中部输送机，

连采机截割时，煤落入收集头机构，装在收集头上的拨盘连续运转，将煤拨入中部运

输机，中部运输机便将煤转运到等候在连采机后面的梭车内。采用一台梭车往返于连

采机和给料破碎机之间，将连采机采出的煤运给给料破碎机上,再由给料破碎机转运

至顺槽1.0m胶带输送机、主运大巷1.0m胶带输送机、1.4m主斜井胶带输送机运出。

2、清煤：掘进完成一个循环后连采机退出刚刚所掘进的巷道，降下铲板，用连

采机先将巷道内的浮煤进行初步清理，然后将梭车和连采机退后，用装载机清理给料

破碎机前至工作面后区域内的浮煤，待支护完成后，做好下一工序的准备工作。在清

理浮煤时，应注意巷道两帮的水管、电缆及电气设备。交接班前必须将巷道内的浮煤

清理干净。

3、材料及设备运输：材料及设备由防爆材料车运至工作面的材料胴室内。

4、人员运输：人员运输是采用防爆拉人车运送至工作面。

三、各工种之间的配合

在正规循环作业中，连采机司机应在梭车停稳接煤时立即开机装煤或割装煤，梭

车空车尽可能及时运行到连采机后面等待装煤，以提高连采机的工作效率，梭车严格

按照规定的行走路线行走；锚杆机司机与连采机司机必须平行作业，打锚杆尽可能时

间超前，连采机司机退出一条截割巷时，锚杆机司机便立即进入支护作业；梭车司机

必须按照运输线路平行作业，以降低连采机停机率。装载机司机应及时开动装载机清

理巷道浮煤浮砰，并且准备好工作面所需物料。破碎机司机应保证梭车及时卸煤、拉

出，不影响生产。总之，各工种作业人员应互相协调尽可能安排平行作业，充分利用

工时，提高生产效率，特别要坚持正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运

转，从而实现稳产、高产。

第四节管线敷设

（1）巷道设施架设及要求

1、胶带输送机铺设要求平、直、稳。皮带不跑偏，托辑齐全有效。胶带输送机

敷设在辅运顺槽内。

2、吊挂电缆必须每1.5米打设一电缆钩，电缆吊挂保证为直线，电缆钩要固定

牢固，电缆分别铺设在辅运顺槽左手帮和主运顺槽右手帮。

3、风筒吊挂要求平直，保证不漏风（手距接头处0.1米处感到不漏风）。风筒一

趟铺设在辅运顺槽左手帮，一趟铺设在主运顺槽右手帮。

4、采用DN100（4寸）铁管，每节长6m,从3T煤主运大巷DN100（4寸）供水

管路上取水。主辅运顺槽各安设一趟排水管路，排水管路采用采用DN100（4寸）铁

管，每节长6m,工作面内的污水由水泵抽水，通过2寸黑胶管排至主、辅运顺槽的排

水管路上，然后通往主、辅运大巷DN150排水管路上到达3-1煤中央水泵房。压风管

路采用DN50（2寸）铁管由3-1煤主运大巷压风管路顺辅运顺槽通往工作面。压风管

路、供水管路和一趟排水管铺设在辅运顺槽左手帮。主运顺槽右手帮安设一趟排水管

路，每隔3m打设一水管钩子，并吊挂。

（2）巷道路面维护及处理

1、巷道内要求无杂物，无淤泥、积水（淤泥、积水长度不超过5m,深度不超过

100mm）o

2、掘进前必须清理浮煤，并用装载机将水煤、淤泥、杂物清理到排肝胴中。

3、施工前必须将积水抽尽。

（3）专项措施

工作面必须常备一定数量的长度为3.0m至3.2m的木点柱及木楔子、枕木，以备

当连采机在切槽或在采垛内出现故障不能行走时做临时支护用。需放炮扩帮时，扩帮

面积以抢修人员能开展工作为限，确保抢修人员的安全，当抢修人员完成任务后立即

撤出。

第五节设备及工具配备

设备及工具配备见表4-7o

表4-7设备及工具配备表

序号名称型号单位数量备注

1连采机EML340台1

2锚杆机CMM25-4台1

3梭车10SC32-48C1

4装载机台1

5给料破碎机GP460/150台1

6胶带输送机1.0m部1

FBD系列2X备用2台

7局部通风机台4

37

8移变KBSGZY-6301

KBSGZY-800台1

KBSGZY-315台1

KBZ-6301

9馈电开关KBZ-400台2

KBZ-200台3

QBZ-120台2

QBZ-2X台2风机专用开

10控制开关80/1140(660)5关

F

QBZ-30台6

11电话部2

12激光指向仪台2

13锹张5

14镐把2

15锤把4

第五章生产系统

第一节通风

一、局部通风机安装地点及要求

1、局部通风机安装地点

00主辅运顺槽掘进工作面采用局扇压入式通风，局部通风机四台安设在3T煤辅

运大巷1555nl处的新鲜进风流中，两台给主运顺槽供风（一台使用，一台备用），两

台给辅运顺槽供风（一台使用，一台备用）。等主辅运顺槽掘进至1611nl处，将跳采

切眼贯通之后局部通风机四台安设在00主辅运顺槽1600m处的新鲜进风流中，两台

给主运顺槽供风（一台使用，一台备用），两台给辅运顺槽供风（一台使用，一台备

用）。主备用风机之间用短节倒风风筒安设，用于主备用风机切换时防止风流流出，

采用双风机双电源独立通风。

2、局部通风机安装地点要求

（1）压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不

得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量。

（2）局部通风机要放置在专用的机架上，离地高度不得小于0.3m。

（3）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。

（4）高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井、低瓦斯矿井中高瓦斯区的煤巷、半煤岩巷和

有瓦斯涌出的岩巷掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用

局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专供电；备用局部通

风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部

通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。

（5）正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局

部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。

（6）使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机

停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局

部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，

排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作。

（7）每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风

机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风机，试验记录要存档

备查。

（8）严禁使用3台以上（含3台）局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使

用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

（9）使用局部通风机通风的掘进工作面不得停风；因检修、停电、故障等原因停风

时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。

恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近

10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。

二、供风距离风筒出风口与工作面之间的最大距离：

风筒出风口距工作面最大距离一般为巷道断面积开平方的4-5倍，由于本矿属低

瓦斯矿井，加之连采机设有喷雾装置和除尘风机，因此，风筒出风口距工作面的最大

距离（不超过第一循环涡流区的范围）按巷道断面积开平方的4〜5倍计算，即：

风筒出风口距工作面迎头最大距离，L=（4-5）S"2=（4〜5）X19.25l/2=18~22.5m,

我矿规定风筒出风口距工作面的最大距离定为18m0

三、通风路线工作面新鲜风流:

平嗣----＞暗副斜井----＞3-1煤辅运大巷------3-1煤辅运大巷1555m处局部

通风机-----►风筒通过辅运绕道到达00工作面主、辅运顺槽。

工作面污风：

00工作面主、辅运顺槽------00辅回撤通道-----00回风顺槽-----＞辅运大巷

与回风大巷之间联巷-----3-1煤回风大巷-----►暗回风斜井------2-2煤回风大巷

-----►回风斜井----►主扇。

四、局部通风机的选型

本工作面通风长度按2000m计算，断面19.25m2,工作面瓦斯涌出量0.56m3/min。

巷道内最多工作人数N=30人，空气密度P=1.2kg/n?。根据上述基本条件进行局部通

风设计，其步骤如下：

（一）计算工作面需风量如

（1）按瓦斯涌出量计算：

Qi,=100Q瓦K连

式中Qh一工作面实际需风量，m7min；

QK一工作面平均绝对瓦斯涌出量，取0.89m7min；

K连一工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即连采工作面最大绝对瓦

斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机采工作面取1.0〜1.2,取K连=1.1。

3

Qh=100X0.89X1.1=97.9m/min

（2）按二氧化碳涌出量计算：

Qh=67Q82K82

式中Qh一工作面实际需风量，m7min；

Qcs一工作面平均绝对CO2涌出量，取1.14ma/min；

Kg一工作面CO2涌出量不均衡系数，取KC02=L1。

Qh=67X1,14X1.1=84.018m7min

（3）按工作面人员数量计算:

Qh=4N连

式中Q连一工作面实际需风量，m'/min；

n连一工作面同时工作的最多人数，30人（交接班时）。

3

Qh=4X30=120m/min

（4）按最低风速计算：

3

Qh=60V•S=60X0.25X19.25=303.9m/min

根据以上风量计算，取其中最大值作为工作面的需风量。即Q„=303.9m7mino

（二）计算风筒漏风系数：

六、风筒漏风率标准

1、风筒距离L〈200m时，风筒漏风率P415%；

2、风筒距离L=200-500m时，风筒漏风率P41O%；

3、风筒距离L=500T000m时，风筒漏风率P43%；

4、风筒距离L=1000-2000m时，风筒漏风率匹2%；

5、风筒距离L>2000m时，风筒漏风率P41.5%。

取风筒百米漏风率Pioo=2%,则风筒漏风系数为：

O=1/（l-Lpioo/100）=1/[1-（2000X0.02）/100]=1.67

（三）计算局部通风机风量

Q尸中Qh=l.67X303.9=507.5m7min

（四）计算风筒通风阻力：

28

选用直径1000mm,节长10m的风筒，风筒的百米风阻R100=l.9N•S/m,则平直段

风筒风阻R：

28

R=LRlw/100=（2000Xl.9）/100