1、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
2、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
3、.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）
4、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：
5、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
6、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0400mm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、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0400mm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
8、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0400mm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：2.9 m，顶为6块背板，两帮各
9、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100020050mm3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
10、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100020050mm3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30mm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
11、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100020050mm3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.
12、02.6 m；主切眼净断面为4.22.6 m，锚网（索）支护。一、锚网（索）支护设计的基本参数1）采深：H=50031.91=531.91 m2）煤厚：M=5.51m3）容重：煤=1.38T/m3，岩=2.5 T/m34）粘结力：C=5.13Mpa5）内摩擦角： =29.7=(1SIN)/2SIN=0.56）剪切弹模：G=0.793103 Mpa7）采动影响系数：K1=2.3煤岩体力学参数修正系数：K2=1/38）原岩应力：H=2.5531.91=13.3 Mpa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(4.02.6/3.14)0.5=2.18m 2
13、）计算R、及=5.18m =945mm=Ra=5.182.18=3.0m根据计算出的=3.0 m, =945 mm可知,该7519工作面材料道3、主切眼围岩为3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= Ra=3.612.18=1.43 mL= L1L2=0.61.430.1=2.13 m 通过工程类比，取L=2.2 m式中：L-为锚杆长度; L1-为锚固长度,取0.6 m; -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900900mm，求直径D qd=n（Rh）=2（3.
14、611.3）1.38=6.38 T/m2式中： qd-为载荷集度; -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。 单根锚杆支护面积：S=HI=0.90.9=0.81 m2 锚杆直径： =12.8mm 式中：为杆体材料许用强度Mpa。=40000。通过工程类比，选用公称直径=20 mm螺纹钢锚杆(其杆尾螺纹内径D=20 mm)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=20 mm,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=20 mm螺纹钢锚杆(其杆尾螺纹内径D=
15、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= L1maxL2=1.53.00.3=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1.01.5 m; max-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0.3 m。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7.3 m。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： =3.16 m 取b=2.4m式
16、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;-极限平衡区煤岩体容重;-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1.8 m,排距为2.7 m,锚索长度为7.3 m 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=20 mm螺纹钢锚杆(其杆尾螺纹内径D=20 mm),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=18 mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为1.8m, 锚杆间距为750 mm
17、、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1.8 m锚索排距为2.7 m,锚索长度为7.3 m。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
18、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400500mm,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
19、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
20、、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111352班长11132人/班3掘进机司机22263人/班4锚杆机司机22264人/班5运输机司机22264人/班6辅助掘进工555157人/班7设备维修工4478运料工4479风筒工11110运输机清理工11211文明生产管理工22312地面装料工413主管队长114党支部书记115技术员216合计1325135117
21、最优在册人数2040208018实际在册人数265226112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11251.5q掘K掘（m3/min） （
22、11） 1251.50.51.0 （m3/min） 75 （m3/min）式中:Q掘掘进材料道需要风量，m3/minq掘掘进材料道回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；取0.5K掘掘进材料道瓦斯涌出不均衡系数；取1.0125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60V掘S掘maxK温m3/min （12） 600.2511.51.1m3/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/sS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
23、大的除外)，m2；取11.5m2K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数;取1.13）按掘进材料道同时作业人数计算需要风量:根据QNq （13）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q4 m3/min N-掘进巷道迎头最多工作人数，取40计算得Q404160 m3/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） （14）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11.5S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
24、 Q煤掘240S掘min 即 172.5Q煤掘22802、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 （21）1901/(1-1420.002) 266m3/min 式中：Q扇局部通风机工作风量，m3/minN 风筒接头数;取142L 一个接头漏风率,取0.0022）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） （22）270.4*4.4*3.23807.2 Pa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，PaRpR100（L/100）R100为实测百米风阻值，现无实测资料用以下公式计算 （23）Rp6.5L/（d5） （24） 270.4 N.S2/m8风筒摩擦阻力系数，N.S2/m4；取0.0032。L风筒长度，m；取1420md风筒直径，m；取800mm供风距离调整系数；（1000-1500米）取33、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+60V安S安（m3/min） （31）350+600.1511 （m3/min）449（m3/min）
