煤矿运输顺槽作业规程

第一章概况

第一节概述

本《作业规程》掘进的巷道为10102运输顺槽,该巷道主要服务于10102工作面开采

时运输、通风、行人。

每米掘进煤量为：4.2X2.6X1X1.35=14.7t

根据矿接续安排，本掘进工作面自2012年11月份开工，预计2013年7月份竣工。

服务年限：约2年。

第二节编写依据

1、《山西省中阳县乡沈家明煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书》

2、《山西省中阳县乡沈家穿煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇》

3、《山西省中阳县乡沈家即煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计可行性研

究报告说明书》

4、相邻矿井《地质报告》

5、《煤矿安全规程》

6、《吕梁市煤矿作业规程编制提纲》

7、沈家卯煤矿《地质报告》

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

工作面位置及井上下关系:

工作面名称10102运输顺槽采区名称101盘区

地面标高+1092m"1221m井下标高+875m~+8991n

工作面所处水平10号水平

10102运输顺槽位于南焉村西南，于家山村以西，盘区

地面相对位置开拓大巷以北，地面沟谷纵横，为典型的第三、第四纪黄土、

红土覆盖，无常年性河流。

井下位置北为山西桃园腾阳容大煤业有限公司，东为实体煤，南

及四邻关系为开拓大巷，西为10101面实体煤，北为10102面实体煤。

工程对地面的影响掘进施工不会造成造成地表塌陷，对地面耕种影响不大。

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第二节煤（岩）层赋存特征

1、本煤层位于太原组中部，顶板岩性常为粉砂岩、中砂岩，底板为粘土岩、粉砂岩。

该煤层厚度为4.25〜7.12m平均厚度为6.38m,煤层厚而稳定，全区可采，煤层结构为复

杂。

2、掘进区段10号煤层为向斜构造，枢纽走向为75°,煤层倾角3°至8°,平均5

°,含2-5层夹研，层节节理不甚发育。

可采煤层特征表

厚度间距可顶底板岩性

稳

煤结构夹变异采可采

最大~最小最大~最小定

)/;•砰数系数系性顶板底板

平均平均性

数

粘土

4.25~7.1233.41~43.95复杂10.85稳1.0全区粉砂岩、

10岩、粉

6.3838.13(2~5)%定0可采中砂岩

砂岩

煤层顶底板情况

名称岩石性质层理、节理厚度类型备注

伪顶无

直接顶粉砂岩1

不发育H类I型

老顶中砂岩9.22

直接底粘土岩2

不发育II类I型

老底细砂岩7.44

底板比压138Mpa（参考数据）

第三节地质构造

断层构造分：10102运输顺槽掘进区段为向斜构造，其枢纽走向75°左右，地面倾

角为3°到8°,平均5°。预计掘进区段无断层构造，地质条件简单、裂隙发育方位为

78°,裂隙发育产状对巷道成型有一定影响；综合评价，10102运输顺槽掘进区段地质构

造复杂程度为简单。

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第四节水文地质

1、地表情况：井田地表水属黄河流域，三川河水系。井田内无常年性水流，仅在雨

季沟谷中有短暂洪水向西南流入南川河。该工作面地表位置位于井田西南，地表均被第

四系上更新统黄土所覆盖，沟谷中广泛出露上第三系上新统红土。基岩未见出露。现已

采取挖建防洪排水渠沟，工业广场要挖建排水渠道拦截地表水以及浅层地下水，以防雨

季洪水涌入矿井造成水害，对防洪排水渠道，每年雨季前要进行清淤工作，以防堵塞。

经分析地表水文地质条件简单，无河流及积水区。大气降水和地下潜水对该工作面施工

无水害威胁。

2、断层水及老空水分析：

10102运输顺槽掘进施工区段地质构造简单，不受断层水害威胁。

10102运输顺槽掘进施工时，必须严格执行“有掘必探，先探后掘”制度，探明前方

无水害威胁后，方准掘进施工，确保迎头掘进施工时不受上覆老空水害威胁。

3、顶板砂岩水：通过对10号工作面掘进情况分析，本次掘进施工预计有顶板砂岩

淋水出现，正常涌水量为0.5m7h,最大涌水量为2m7h,但不会影响施工。

4、底板奥灰水：

根据水文地质类型划分报告资料，井田内目前奥灰水位为+803.1至+803.5m,本次

掘进巷道最低标高为+875m,因此10102运输顺槽掘进施工时不受奥灰水害威胁。

5、含水层组分析表

涌水

含水层厚度漏水量补给关系对工程的影响

形式

上部有砂岩含

5〜15m微弱含水层组基本含无影响

水层

水比较微弱，含水

下统下石盒子q=0.00072L/s.m含水微弱，对工程无

20m量对工程不会造

砂岩含水层k=0.0018m/d影响

成影响，但通过采

下统子山西组q=0.000107L/S.m

很小动以上水源可能

砂岩含水层k=0.000413m/d

通过断裂带涌入

石炭系上统太

井下，造成工作面

原组0.0149^0.25L/s.

5T5m漏水量增大的可无影响

灰岩、砂岩含m

能

水层

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根据水文地质类型划

分报告资料：井田内

奥灰水水位标高为在

奥陶系中统

43m左右2.5~3.5m7s+803.1至+803.5m,

石灰岩含水层

位于掘进工作面以

下，故对其掘进工程

无水害威胁。

10号煤层厚而稳定，10号煤层上部为一层稳定的中粒砂岩，为10号煤层的直接砂

岩充水含水层，厚约5—15米，泥质胶结，富水性弱；太原组灰岩为10号煤层的间接充

水含水层,单位涌水量为0.0149〜为25L/s.m,富水性弱，10102运输顺槽掘进施工时,

局部施工区段会少量的顶板淋水，对掘进施工影响不大，掘进期间在低洼段安设水仓将

巷道积水排出。依据分类标准综合分析，10号水文地质类型为中等型。

6、工作面涌水量预计：

工作面掘进施工时预计该区域正常涌水量为：0〜Im'/h

工作面掘进施工时预计该区域最大涌水量为：1〜2m

7、矿井瓦斯涌出量、煤尘爆炸性指数及自燃倾向性

瓦斯涌出量：矿井绝对瓦斯涌出量为16.47m：7min。

煤尘爆炸性指数：10号煤层煤尘爆炸指数为22.67%O

自燃倾向性：根据山西省煤炭工业局综合测试中心出具的检验报告，10号煤层自燃

倾向性均为I级，属容易自燃煤层。

8、矿压观测

（1）所有采用锚杆支护的煤巷内必须安装顶板离层仪，对顶板离层情况进行监测，

并用记录牌板显示，以便及时掌握顶板离层变化，监测巷道支护质量，确保掘进及回采

期间的安全。

（2）所有顶板离层仪应按安装时间的先后进行编号，并挂牌管理，牌版上应清晰表

明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深、浅基点位置、观测责任人等内容。

（3）所有顶板离层仪必须安设在巷宽的中部或交岔点的中心位置，顶板离层仪的间

隔距离一般为50米。安装时，工作面迎头距前一个顶板离层仪的距离不得超过50m；“三

带一宽”及三、四岔门处必须及时增设顶板离层仪，安装时，距掘进工作面迎头的距离

不得超过20m。

（4）现场应选用安装简便、测读方便、具备直观视觉显示功能的顶板离层仪，顶板

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离层仪应有生产许可证、产品合格证、产品说明书。深浅基点位置分别不低于锚索、锚

杆的端头200mm,并在顶板离层仪牌板上明确标注具体位置。

(5)正常条件下，掘进工作面每周观测1次。顶板离层观测频度必须在作业规程中

明确规定，监测资料要定期分析并有处理记录。

(6)观测记录实行现场记录牌、记录本、记录台帐三对口制度。掘进期间两次测读

数据出现明显变化时，必须加强安全监测。

(7)所有监测数据必须真实有效，严禁造假。总下沉量超过40mm时必须及时汇报

技术科及矿调度室并加强观测，该离层仪的观测应改为每班一次，同时做好详细记录。

(8)施工单位技术员对当天汇总的监测数据进行分析处理，发现异常及时上报技术

科及调度室，并和技术科人员一起对监测数据进行认真分析，然后汇报总工程师，由总

工程师主持分析，并根据分析结果提出针对性措施，整改落实。

2、数据处理及分析

施工单位技术员对每次观测的数据进行汇总，发现异常及时上报技术科，并和技术

科人员•起对监测数据进行分析，发现异常现象以及原因、危害应及时汇报总工程师，

由总工程师主持分析，并根据分析结果提出整改措施并落实，由生产技术部门下发整改

措施。

9、防治水措施：

⑴严格执行“有掘必探，先探后掘”制度，完善迎头排水系统，确保积水及时排出。

⑵所有施工人员必须熟悉巷道避水路线，当其它地点发生水灾时应立即按避灾路线

撤离；

综合分析评价，10102运输顺槽掘进施工时，其水文地质条件为简单。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

101盘区10102运输顺槽自10号煤轨道大巷L1点处按0°方位顺煤层底板开门掘进

51m,再掘出回风通道，最后在L1点处按方位0°掘进1075m止，巷道全长1166m。

附图：巷道平面示意图

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第二节支护说明

（一）、巷道支护

10102运输顺槽断面形状为矩形,净宽=4.00m,净高=2.50m,S净=10.00m?；荒宽

=4.20m,荒高=2.60m,S荒=10.92m?。

临时支护：

综掘临时支护：综掘机在迎头割煤后，摘除危岩悬肝，顶板先铺上钢网，再使用直径

1418cm的带帽木点柱做临时支护，木点柱有不小于100mm的柱窝，上方使用木任打紧打

齐,柱帽规格:长X宽义厚=600X120X100mm,间排距为:1400义1000mm。一次割一排施

工，割煤前最大空顶距0.6m,割煤后最大空顶距1.6m。

炮掘临时支护：迎头放炮后，摘除危岩悬肝，顶板先铺上钢网，再使用直径1418cm

的带帽木点柱做临时支护，木点柱有不小于100mm的柱窝，上方使用木任打紧打齐，柱

帽规格:长X宽X厚=600X120X100mm,间排距为：1400X1000mm；循环进尺1.0m,放炮

前最大空顶距0.3m,放炮后最大空顶距1.3m0

永久支护：

采用矩形断面，采用锚网梁+锚索支护，顶板使用5根锚杆配梯子梁压菱形网支护，

锚杆间排距950X1000mmo两帮各使用3根锚杆配梯子梁压菱形网支护,锚杆间排距为

1000X1000mm；顶板锚索间排距2000X3000mm,每排2根，锚索最大滞后迎头距离不超

过5mo

加强支护措施：当顶板下沉采用加密锚索布置仍无法控制顶板下沉时或过断层带破

碎、淋水明显时，必须复棚，复棚的措施详见本规程第八章第三节“顶板管理”部分。

巷道三叉门开门及预透处6m范围内采用加五花锚杆（索）加强支护，并将锚杆排距

缩小至0.8m,锚索排距缩小至2.4m。

（二）、锚网梁+锚索巷道质量要求及规定：

（1）巷道净宽4000mm,中线至任一帮允许偏差0-+100mm；在每个循环施工前，要在

迎头悬挂好中线，并明显标记出两帮巷道轮廓线，保证巷道成形符合设计要求。

（2）锚杆安装牢固，托盘紧贴壁面，不松动，锚杆锚固力不小于70KN,预紧力不小

于120N・mo

（3）、初次安装的锚索不得过度涨拉，锚索安装48小时后，如发现予紧力下降，必

须及时补拉。单根锚索设计锚固力大于230KN,涨拉时，如发现锚固不合格时，必须及时

补打合格的锚索。

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（4）、使用菱形网时网搭接严密压实，压网不超过100mm,要求网铺平、蹬紧，锚盘

压网紧贴岩面，避免出现网兜，网与网之间使用10号铁丝扭结，保证联网严密。

（5）、锚杆间排距允许误差均为土100mm,两帮中间锚杆要求挂线打设，保证锚杆头

顺看一个平面，且水平一条线。

（6）、锚杆螺母外锚杆丝扣10~40mm之间，锚索露出锁具150~250mmmm0

附：巷道支护图

（三）、光爆标准：

1、打眼前，先标定好眼位。

2、钻出的眼孔要做到准、平、直、齐，为防止超欠挖，帮眼、周边眼的外插和上爬

不得超过3度，不得向内插和下栽。周边眼的方向要与巷道轴线方向一致。

3、打眼时，坚持打炮眼做导向眼，并插好炮棍做其它炮眼的导向，坚持定人、定钻、

定眼、定位、定责。

4、超挖尺寸不得大于150mm,欠挖尺寸不得超过质量标准要求。即巷道高度：欠挖

应小于30mln；巷道宽度：欠挖应小于50mm。

5、眼痕率达到50%以上。

6、岩面上不应有明显的炮眼裂缝。

7、严格按爆破说明书及炮眼布置图中的规定进行装药、放炮。

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第三节支护工艺

1、支护材料规格及材质：

梯子梁：使用直径12mm的全螺纹钢焊接，规格长X宽=4000mmX80mm、长X宽

=2200mmX80mm(帮)。

金属菱形网：长X宽=4200XI100mm、长X宽=2200X1100mm；网孔规格50X50mm,

使用10号以上铁丝编制。

锚杆：无纵肋，左旋纹热轧螺纹钢锚杆，直径18mm1=2000^；杆体及其附件应符

合中华人民共和国煤炭行业标准MT146.2-2002要求。

锚杆技术性能规定见下表:

内径肋间距横截面积屈服载荷延伸率重量

规格

(mm)(mm)(mm2)(kN)(%)(kg/m)

KMG18-33517±0.210226.872762241.89

注：屈服强度按内径横截面积计算。

锚固剂：树脂锚固剂应符合煤炭行业标准MT146.1-2002,直径23mm,L=600mm,每

根锚杆使用2根树脂锚固剂，每根锚索使用3根树脂锚固剂。

锚杆托盘：

⑴材质：托盘强度不小于锚杆强度的钢材制作。

⑵尺寸：0130X80mm,厚度公差OTmm。托盘孔直径应比锚杆杆体直径大1〜2mm。

⑶承载力：应不小于杆体屈服载荷。选用球墨铸铁等脆性材料作托盘时，其极限载

荷应为杆体载荷1.5倍以上。

锚索的技术参数：

锚索：选用高强度、低松驰(H级)粘结式1X7钢绞线，其技术参数如下：

(1)直径：17.8mm,级别:270K,强度：RGON/mm：长度8m。

(2)截面积：248.7mm)延仰率：23.5%,最低破断负荷260KN,执行标准：

ASTMA416-90G

(3)1X7结构钢绞线的尺寸。

(4)锚索托盘：300X300X15mm,托盘中心孔径比钢绞线公称直径大2-4mm。托盘

强度与锚索强度相匹配，托盘承载力应不小于锚索设计承载力的1.5倍。

2、锚杆安装工艺

(1)打锚杆眼：打眼前，首先按照中线严格检查巷道断面规格，不符合要求时必须

先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活肝、危岩，确认安

全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大

于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标记，严格按锚杆长

度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的煤渣、积水清理干净。打眼时，必须在炮头闭锁的

掩护下操作。临时支护好顶板，顶板永久支护完毕后，方可打帮部锚杆。由于煤层厚，

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为防止片帮伤人，帮锚杆上部两根支护跟迎头施工，下部一根锚杆可拖后迎头不超过6m

进行施工。

（2）安装锚杆：安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹干净。吹扫时，操作人

员应站在孔口一侧眼孔方向不得有人，把树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入眼内，使锚

杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用锚杆机或风锚头带动杆体旋转将锚杆旋入树脂

锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤掉锚杆机或风锚头，搅拌

旋转大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，拧上螺帽，12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定

予紧力。

3、锚索施工：

A、锚索正规操作：1）先备齐机具及有关材料，检查施工地点支护状况，只有在支

护状况良好，无片帮冒顶危险状况下方可施工，否则，必须自外向里先加固好施工地点

附近10米内顶板两帮，严防片帮冒顶伤人，在有效的支护下施工锚索。2）打锚索眼时，

根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标记，竖起锚杆机，把初始钻杆插到钻杆接

头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆机和钻杆处于正确位置，钻机开眼时，要扶稳钻机,

先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。3）开钻操作者站立在操作臂长度以

外，先开水，后开风，开始钻眼时，用低钻速，随着钻孔深度而增大，调整到合适钻速，

直到初始锚孔到位。4）退钻机，接钻杆，完成最终钻孔。5）锚索眼必须与巷道岩面垂

直，眼深误差为±50mm,偏差为±150mm。6）锚索眼打完后，先关水，后关风。7）安装、

锚固锚索，将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底，用锚杆机进行搅拌，边钻进边搅拌•，前

半程用慢速后半程用快速，旋转约40秒。8）停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1

分钟后，缩下锚杆机。9）树脂锚固剂凝固1小时后进行涨拉和予紧上托盘工作。

B、安全措施：1）打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时，必须迅速闪开，

防止断钎伤人，锚杆机5米以内不得有闲杂人等。2）钢较线旋转方向应与搅拌工具旋转

方向相反。3）涨拉时，涨拉缸前不得有人，人员必须撤至5米以外。

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第四章施工工艺

第一节施工方法

1、10102运输顺槽施工前，首先按由外向里的顺序，对开门点处前后各10m范围内

的支护进行检查加固，如有危岩活肝，要及时摘除，保护好开门点的电缆、风水管路，

确认安全后，方可开始掘进。

2、10102运输顺槽开门向里120米范围内，采用综掘机割煤人工擢煤进溜子经10

号煤轨道大巷皮带，再经10号煤轨道大巷与10号煤运输大巷联络巷溜子灌10号煤运输

大巷皮带运输，迎头掘进120nl后，将现10号煤运输大巷迎头掘进30m与10102运输顺

槽掘透，将皮带机尾延至预透处，在10102运输顺槽铺设皮带，迎头采用综掘机割煤入

10102运输顺槽皮带灌10号煤运输大巷皮带运输。当迎头掘进60nl后，掘进回风通道，

采用炮掘施工，人工擢煤进溜子运输。

第二节凿岩方式

一、打眼机具：

根据煤岩性质采用2—3部钻眼工具配直径22mm中空六角钢钎及直径32mm柱齿钻头，

巷道顶部锚杆眼采用MQT—90c型锚杆机配直径19mm,中空六角钢钎，直径27mm二翼钻

头进行打眼。

二、降尘方法

炮掘降尘方法采用定炮使用水炮泥、爆破喷雾、爆破前后冲刷岩帮，放炮时打开水

幕等综合防尘措施。综掘时采用综合防尘措施割煤、装煤、出煤全过程洒水、降尘，无

水不开机，各转载点设置喷雾，先开喷雾后开机，综掘机喷雾齐全，正常使用。

第三节装、运煤（岩）方式

一、装岩（煤）方式

炮掘采用溜子跟迎头运输，综掘采用皮带跟迎头运输。

二、运输方式

（--）采用EBZ-120型掘进机割煤和SSJ650/2X55型皮带运输

（二）出肝系统：迎头采用皮带（溜子）运输，无排研系统，肝石直接入系统。

（三）进料路线：地面一副井一副井底车场一10号煤轨道大巷一10102运输顺槽一

迎头。

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第四节管线及轨道敷设

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊

挂牢固整齐。电缆每隔1.0m吊挂一处，电缆垂度不超过50mm,吊挂高度距地板1.8m。

水管要接口严密，不得出现漏水现象，风、水管距迎头20m范围内分别使用中10mm、①

25mm高压胶管，20m外使用三寸、三寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常

供风、供水，风水管分别刷漆，风管为黄色，水管为蓝色，吊挂在电缆的另一侧，高度

距底板1.2米。风筒要环环吊挂，采用反边接头，无破口，风筒口距迎头不大于5m,与

风水管同侧距顶板200mm吊挂。

第五节爆破作业

掏槽方式：楔式掏槽

炸药：三级煤矿许用粉状乳化炸药

炸药规格：①27mm；

雷管：毫秒延期电雷管

装药结构：正向定炮

起爆方式：矿用MFB-100B型闭锁式起爆器起爆。

连线方式：串联连线。

附：炮眼布置正面图、平面图、俯视图、爆破说明书、装药结构示意图

装药结构示意图

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第六节设备及工具配备

单

序号名称规格型号数量备注

位

1局扇FBD—No6.3型2X30KW型对旋风机台1主风机

2局扇FBD—Ns6.3型2义30KW型对旋风机台1备用

3掘进机EBZ-120台1

4桥式皮带部1

5皮带SSJ650/2X55型部1

6溜子SGB620/40型部3

7锚杆机MQT-90C型部3

8风钻7665M部2

9风钻钎子2.2米根4

10锚索钎子1.0m根15

11风镐G7部2

12扭矩扳手300N-m把1

13锚杆拉力计30T台1

14锚索涨拉仪台1

15瓦检器JJZ3501台1

16风煤钻ZMS-60部1

17手镉把2

18大锤把2

19绞车JD-25KW台4

备注：其它根据需要领取。

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第五章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

综掘施工时采用“四六”制作业方式，三班掘进支护，i班检修，采取正规循环作

业，综掘机一班三循环，循环进尺1.0m,班进尺3.0m,日进尺9m,月进尺270m,施工

时正规循环率80%,月进216m。

炮掘施工时采用“四六”制作业方式，三班掘进支护，--班检修，采取正规循环作

业，循环进尺1.0m,每班2循环，班进2.0m,日进尺6m,月进尺180m,施工时正规循

环率80%,月进144m。

附：劳动组织配备表

综掘劳动组织配备表

序号工种生产班检修班在册人数

1队长1X314

2副队长兼验收员1X314

3掘进机司机1X314

4转载机司机1X314

5胶带输送机司机1X314

6锚杆支护工2X36

7运料工2X36

8机电维修工2X3410

9总计33942

备注：随巷道延伸人员需不断增加。

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炮掘劳动组织配备表

序号工种生产班检修班在册人数

1队长1X314

2副队长兼验收员1X314

3溜子司机1X314

4放炮员1X33

5胶带输送机司机1X314

6锚杆支护工2X36

7运料工2X36

8机电维修工2X3410

9总计33942

备注：随巷道延伸人员需不断增加。

综掘机截割方式

1、截割工具：采用EBZ-120型掘进机割煤，两帮预留煤厚100〜200mm,两肩窝及两

底根煤岩截割后仍达不到设计要求时，采用风镐、手镐等工具处理。

2、截割顺序：按截割方法示意图操作。掘进机司机应严格按照地测专业所放中线控

制截割宽度，严格按规程要求控制截割高度。按照要求将帮部直线割下，顶板、底板割平,

保证巷道高度、宽度符合要求。

掘进截割顺序图

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第二节循环作业

为保证正规循环作业的完成，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，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

第三节主要技术经济指标

序

号项目单位指标备注

1每班在册人数人13

2每班出勤人数人11

3循环进度m1

4每班循环次数个3

5日循环次数个9

6日进度m9（按正规循环率计算）

7月进度m270（按正规循环率计算）

8效率m/工0.27

9坑木消耗M3/m

10锚杆消耗套/m11

11梯子梁根/m3

12树脂锚固剂消耗根/m23

13金属网m2/m10.12

14锚索消耗根/m0.7

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第六章生产系统

第一节通风系统

一、掘进工作面风量计算：

掘进工作面实际需要风量应按瓦斯涌出量、人数、风速等规定分别进行计算，取其

中最大数值作为工作面迎头的需要风量。

⑴按照瓦斯涌出量计算

2hf=l0°x%gXKhg

=100X0.72X1.2=87m7min

式中：

qhg一掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量0.72m7min；

Khg一掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2；

100一按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。

⑵按照二氧化碳涌出量计算

Qhf=67”hcXKhc

=67X0.14X1.5=14m3/min

式中：

qhc一掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量67m7min；

Khc一掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.5；

67一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。

⑶按同时工作最多人数计算：

Qcf^4Ncf=4X25=100m7min；

⑷按最低风速计算：

最大施工断面计算Q4煤掘215s掘=15X10.92=164m7min

（5）、按一次爆破使用炸药量计算：

Qhf=10Acf=10X11.4=114m7min

A——次爆破使用炸药量

以上风量计算最大值为164m7min,所以取其中最大值164nv7min作为工作面迎头的

需要风量。

二、掘进工作面迎头风量验算:

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⑴按人员数量验算：Q=4N=4X25=100<164m7min,符合要求

⑵按风速进行验算：

验算最小风量：Q=60X0.25XS=60X0.25X10.92=164m7min

验算最大风量：60X4XS^Q=60X4X10.92=2621m7min,

164m3/min=164ml/min<2621m3/min,符合要求。

三、局部通风机的选型

⑴局部通风机工作风量计算

Q扇=Q如XP=164X1.39=228m3/min

式中：

Q扇----局部通风机工作风量，m3/min；

Q«——掘进工作面需要风量mVmin；

P——局部通风机供风巷道风筒漏风系数，柔性风筒应按下式计算：

P=1/(1-nL接)=1.39

n风筒接头数。

L接------个接头漏风率，反压边连接时，L接=0.002。

⑵局部通风机工作风压计算

根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风

阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值：

5

hft=RpXQ!SXQ®4-604-60=6.5aXL/(d)+(nXjO+S€bei+in)X[p/

(2s2)]XQXQ*,4-604-60=6.5X0.0032X1400/(0.85)+(210X0.13+1.25+0.1)

XEl.071/(2X(0.16/)]X228X164^-604-60=3329.72Pa

式中：

8

Rp——压入式风筒的总风阻，N.S7m;风筒风阻是由摩擦风阻、局部风阻组成，其

大小取决于风筒的直径、接头方式、风筒总长度、风压、单节风筒长度、风筒的材质等。

hft——压入式局部通风机全风压，Pa；

Rp=6.5aXL/(d5)+(nX4jO+ZCbei+Cin)X[P/(2s2)]

a——风筒摩擦阻力系数；

L——风筒长度，取1200m；

d——风筒直径，取0.6m；

P——空气密度，取L071kg/m3；

s——风筒断面积，取0.2826m?；

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n-风筒接头个数，取120个;

Jj0——风筒接头局部阻力系数Cj0取0.13；

Cbei——风筒拐弯局部阻力系数€bei取；

Gin——风筒入口局部阻力系数，入口处已修圆，取Gin=0.1；

⑶局部通风机需风量为164m3/min,需风压为3329.72Pa,选择的局部通风机为FBD

-No6.3型2X30KW对旋型风机，风机铭牌显示风量为360-550m*/min,风压为

180-5200Pa,能够满足要求。

⑷根据所选用局部通风机型号，选取550m'/min作为局部通风机工作风量。计算掘进

工作面局部通风机安装处巷道全风压供风量：

Q=Q局吸X1+60X0.25XS=550X1+60X0.25X10=700m7min

Q局吸一局部通风机实际吸风量

I一局部通风机台数

S一局扇处断面

根据以上计算掘进工作面迎头需要风量不小于164m'/min,局部通风机前巷道需要风

量不小于700m7mino

四、局通风机安装地点和通风系统

1、风机安装在10号煤轨道大巷新鲜风流中，局扇距底板高度在300mm以上，局部通风

机吸风口至掘进工作面回风口巷道的最低风速不得低于0.25m/so

2、通风系统：

地面一主副井一副井底车场一10号煤轨道大巷一局部通风机一迎头一10号煤回风大

巷一集中回风巷一回风斜井-*地面

第二节综合防尘

本煤层易产生煤尘，因此在掘进过程中巷道内不得留有浮煤，并要求每个工作面转

载点及其巷道内设喷雾及洒水降尘装置，每天进行一次煤尘清理，每班冲洗巷道帮壁，

棚架上的煤尘。在每个转载点都必须设置一个喷雾洒水装置。

一、防尘洒水系统：

1、深水泵：VQS-200-45kw,静压水池容量：600立方，地面高山静压池二级供水泵：

DAL-BX7型15KW,水压8MPa-15MPao

2、主供水管路为4寸无缝钢管，工作面为2寸无缝钢管。

3、距工作面20-30m范围内设置水幕一组，风流汇合处设置水幕一组。

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4、隔爆水槽设置：距迎头60-200m各设置一组，以后每延仰200m设置一组，每7

天由通风队换水检查一次

5、个体防护：工作面工作人员要佩戴防尘口罩，不准不戴口罩上岗。

第三节防灭火

我矿煤层经山西煤矿矿用安全产品检验中心鉴定为煤层自燃倾向性等级为I级，容

易自燃，因此在掘进过程中，要加强对煤层自然发火的管理。

一、防治煤层自燃发火的措施：

(1)通风部门必须对巷道的温度以及CO的浓度进行检测，将检查结果及时汇总，

汇总后上报有关矿领导。

(2)综合防灭火措施

1、如发生霉气，煤雾高温点，一氧化碳等异常现象时及时汇报矿调度室，调度室及

时通知通风科、救护队，迅速查明原因，采取紧急措施进行处理，同时要向矿长、总工

汇报。

2、工作面设备损坏及时回收并出井维护，严禁采掘作业范围内进行电焊、氧焊操作

3、工作面发生火灾时，应视火灾性质，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火

势，并迅速报告矿调度室。现场的班组长应依照矿井灾害预防处理计划的规定，将所有

可能受火灾威胁地区的人员撤离危险区域，并组织现场人员利用一切工具及消防器材进

行灭火。

工作面的静压洒水管路同时兼做消防管路，全路管路中每隔50m一个三通，每100m

设置一个闸阀，方便于各个地段防尘灭火使用。消防器材库设于东轨道巷内，且消防器

材充足。

第四节安全监测系统

一、监控设备的设置：

采用KJ83N型安全监测监控系统，瓦斯传感器型号为GJC4(B)型，开停传感器型号为

KGT-L型，分站型号为KJ83-F2。掘进工作面W5m范围内，距回风口10m〜15m处,在距迎

头30m范围内安设风筒状态传感器一台，工作面控制电源侧安设智能分站一台，馈电传

感器-个，局扇电源线路上安设开停传感器-台。井下每班配置专职的巡检人员和监控

系统维护人员，随时与地面监控中心取得联系，及时查找井下各点报警原因和系统故障,

做到人员，设备仪器双检测。

二、监控设备的安装：

监控分站安装在10号煤轨道大巷进风巷机电设备前。

瓦斯传感器的安装位置：工作面5nl范围内回风侧设一瓦斯传感器J1,在工作面回风

口10-15m处设瓦斯传感器J2,各传感器悬挂于巷道顶部距顶板30cm处，距帮不小于20cm

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处，且无淋水，顶板与支护完好处。

4.断电、复电、报警浓度以及断电范围

传感器报警断电复电

断电范围安装位置

名称浓度浓度浓度

T1N0.8%>1.2%<0.8%巷道内全部非本质安全型电器设备距工作面＜5m处

T220.8%20.8%<0.8%巷道内全部非本质安全型电器设备距回风口1075m处

5、监控电缆型号为矿用传输线缆。

三、矿级领导，科（队）长、班组长、流动电钳工、安检人员、爆破工等按《规程》

要求的有关人员下井必须携带便携式报警仪，矿灯按要求使用合格厂家的自动报警矿灯

且报警率符合规定要求。

四、井下采、掘供电分开，“三专”“两闭锁”规范，矿井总回风、采区回风安设风

速、瓦斯监测传感器，主要进、回风联络风门设风门开关传感器，变电站安设温度传感

器一台。

五、各种传感器每周校验一次，保证其灵敏可靠。

第五节供电系统

供电电源来自10号采区变电所，其供电设备、电压等级、电缆种类、电缆断面、馈

电开关额定值，安全系数三大保护都符合供电系统的安全要求。

附：供电系统示意图

第六节排水系统

工作面预计涌水量不大，在掘进过程中顶板可能会有间断性的淋水出现，但考虑临

时涌水，在掘进过程中敷设中50mm的排水管路及D85-45X6型潜水泵，如有涌水出现及

时通过排水管路（大巷水沟）排至主水仓，再排出地面。

附：排水系统示意图

第七节运输系统

（一）采用EBZ-120型掘进机割煤和SSJ650/2X55型皮带运输一采区运输大巷可伸

缩式DZJ-100型皮带输送机一井底煤仓一地面

（二）出研系统：迎头采用皮带运输，无排肝系统，肝石直接入系统。

（三）进料路线：地面一副井一副井底车场一10号煤轨道大巷一迎头。

第八节通讯系统

临时通讯设施：通讯设施采用矿用防爆型电话，电话在皮带机头安设一部、迎头安

设一部。