1、新作业规程掘进审批意见： 总 工 程 师：安全副总：生产地测防突机电通风安全目 录第一章 概况第一节 概述第二节 编写依据第二章 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第二节 煤（岩）层赋存特征第三节 地质构造第四节 C2煤层顶、底板及瓦斯地质情况第五节 意见和建议第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置第二节 支护设计第四章 施工工艺第一节 施工方式第二节 施工工艺第三节 联巷施工要求 第四节 设备及工具配备第五章 生产系统第一节 通风第二节 压风第三节 瓦斯抽放第四节 综合防尘第五节 防灭火第六节 安全监控第七节 供电第八节 排水第九节 运输第一十节 照明、通信和信号第六章
2、 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织第二节 循环图表第三节 主要技术经济指标 第七章 安全技术措施第一节 各工种操作的安全措施第二节 通风与瓦斯管理第三节 顶板与支护管理第四节 机电第五节 运输第六节 其它第八章 灾害应急措施及避灾路线第一节 各种灾害事故的预兆第二节 灾害的预防措施第三节 避灾路线作业规程学习和考试记录作业规程补充学习和考试记录作业规程复查记录第一章 概况第一节 概述1、巷道名称及工程量：C2煤层20205工作面胶运巷2500米；20205工作面辅运巷2500米。2、巷道用途及服务年限：回采20205工作面时，满足回采时通风、行人、主运输及辅运的要求。服务年限2年。第
3、二节 编写依据矿井设计说明书；2煤矿安全规程(2004版)；3生产矿井质量标准化标准；4.C2煤20205工作面掘进地质说明书；5.连采工作面技术装备；6.连续采煤机及配套设备操作规程；7、综掘机使用说时书第二章 地面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C2煤层为本矿首采区亦为首采层，20205面东西设计2500米，南北面长200米。地面无主要建筑物，北部为十八连山自然保护区。下伏全区可采尚未开采的C3煤层。第二节 煤（岩）层赋存特征煤层总体呈东南倾向的单斜展布，由于受主要是压应力、压扭应力的作用局部呈小规模的背向斜或小的挠曲，使煤层的产状有一定的变化。煤厚个别点最大2.4，最
4、小1.2米，大部为171.9米，煤层结构单一，大部份除顶部0.20.4米煤层较硬外其余为软煤或粉状极软煤层，距煤层底板o.40.9米广泛发育有一0.080.3米的极软煤泥岩或粉煤夹层，是煤层中的薄弱层。煤层受水平压、压扭应力作用明显，其它方向的受力作用表现较弱。具体表现为煤层顺层滑动，煤层中磨擦镜面、擦痕较多方向较乱，节理、裂隙、小的挠曲、揉皱比较发育，煤层较软至极软多数为构造碎裂煤，特别在应力作用区域表现极为明显。煤层倾向多在100140，倾角6-15，多数在8-10左右。第三节 地质构造已揭露总回风道实见背斜伴断层情况：开口127米开始，煤层由2米，前进方向倾角6，在两米内煤层变为0.7米
5、，前进方向煤层倾角26，巷道底板14在6.3米内，煤层由0.7米，变为向下倾角18，煤厚1.4米，后煤层又变为向上倾角30，在9.7米内煤层变为0.5米，最后为0.3米。在底板见一断层面纵向落差1.5米，由于煤层顺层滑动水平断距预计在18米左右。见构造前沿巷道中部有一顺巷道方向的大裂隙，该裂隙切割深延伸长。顶板裂隙、节理发育岩石不完整较破碎。在附近瓦斯突出应力发生变化的情况下，由于支护不及时强度不足造成较大的顶板冒落区域。20205工作面胶运顺槽实见背斜伴断层情况：与总回风道为同一构造，在点前17.8米开始，煤层由1.8米，在7米内呈楔型向上倾角30尖灭，为水平为主的断层，水平断距15米左右，
6、然后为无煤区在8米左右，无煤区中部有一断层纵向落差3米左右，下邦煤层始终出露0.40.6米左右，在48米内煤层增厚到1.45米，基本正常。23307钻孔实见f3逆断层，落差20米，在辅运顺槽开口前1330米左右可能会遇到。前进方向煤层的产状会有一定的变化。（以上具体图示及文字见每月地质预报）。第四节 C2煤层顶、底板及瓦斯地质情况 岩体结构面较发育，除层理外，发育二组垂直裂隙或一组斜交节理裂隙，裂隙频数为1.11.5条/米。大部分被方解石充填，节理裂隙降低岩石力学强度。直接顶板，岩石质量指标为0.84，抗压强度，崩解-11.1Mpa。采煤时随煤层而崩落。伪顶，岩石质量指标0.76。自然干抗压强
7、度24.940.3Mpa，平均为33.9Mpa，抗剪强度：干内聚力0.520.82Mpa，平均0.66Mpa，内摩擦角为34.3老顶：岩石质量指标0.83，自然干抗压强度27.9117.6Mpa，平均为66.5Mpa，抗剪强度湿内聚力0.52Mpa，内摩擦角为35.2岩体质量指标为13.4，按顶板管理方法，抗压强度4060Mpa全部陷落，该伪顶为全部陷落。煤层伪顶为0.10.6的粉细砂岩，一般0.2米，硬度为中硬至坚硬，与煤层胶结牢固，与直接顶胶结不牢，该层亦有缺失的区域。直接顶为含粉砂或粉砂质泥页岩为主，部分亦为泥质或含泥粉砂岩，中硬偏下性较脆，泥质胶结，层理较发育，节理、裂隙较发育。支护不
8、及时或支护强度不够容易造成离层现象，特别在应力作用及构造区域内，顶板不完整较破碎。这套顶板厚度在20米左右。其强度取决于泥质含量的多少和是否受应力作用，泥质含量多硬度就低反之为中硬，受应力作用节理、裂隙就发育，岩石不完整强度就低易冒落。伪底为0.4米左右的泥页岩，较软易风化破碎，直接底为泥质粉砂岩为主，一般硬度中等性较脆，局部含黄铁矿结核时硬度为坚硬。重庆煤科院实测C2 煤层瓦斯涌出量（连采机掘进时）为2.695.19M3/min。相对涌出量修正后为7.822.5，平均12.52m3/T。 实践证明凡是应力作用或构造区域就出现瓦斯异常或小的突出，因此及时预测、发现构造变得犹为重要。煤与瓦斯突出
9、的预兆：煤炮声、机枪声、闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声、以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声；煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽，煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大，倾角变陡；压力增大使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉喳，顶板出现冒顶、断裂，底板出现鼓起，炮眼变形装不进药，打钻夹钻、顶钻等；瓦斯涌出异常、忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，煤温或气温降低或升高。第五节 意见及建议：1、现揭露区域煤层60%左右应划为突出煤类，遇到小构造或应力作用区域就会发生瓦斯异常或小的突出。2、区域内地质历史时期经受复合式构造应力的作用，表现为构造形迹多样化北东、北西为主，东西向次之，现在看东西的压、压
10、扭应力强于南北的应力作用，近南北向的构造形迹规模大影响广，东西向次之。3、应力作用区域煤岩层节理、裂隙发育，特别是有较大的裂隙发育，其延展长，切割深。（实见类似裂隙延伸70米，切割10米，总回风道的冒区切割18米）。4、煤层直接顶比较广的有近“X”型共扼剪节理，相当部分已演变为次生裂隙，近于垂直层面，其节理、裂隙内有方解石粉末充填，造成岩石横向间胶结不牢，由于层理较发育又容易造成离层。特别在应力作用或构造区域内表现更为明显。5、节理、裂隙在平面上似乎有分带现象，这应该是多次受复合应力作用或受边界条件限制及水平应力表现突出的结果，使得一些节理、裂隙隐含在较为正常的岩层内不易察觉。6、建议支护要及
11、时强度要够，特别是在应力作用或构造区域内应短掘短进更要加强顶板管理。7、要创造条件适当布设巷探或钻探（钻探200米内）预测前方的煤层和构造，以防治双突和优化设计方案。8、现在20205工作面胶运顺槽的煤层已基本正常，应为非突出煤类型但仍有0.3米的软煤夹层。说明现在的区域是受大的构造控制和影响地质条件较复杂，越往东，南部煤层和构造预计将越趋于稳定，地质条件会较现在有明显的好转。9、本区水文条件简单，在构造或裂隙发育的地方可能会有小的淋水。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置20205工作面胶运巷施工位置F2209点，施工方位N27542；20205工作面辅运巷施工位置F2210点，施工方
12、位N27542；沿煤层顶板施工，两巷间距30米；具体详见施工巷道平面布署图。第二节 支护设计一、 巷道断面胶运巷及辅运巷均采用锚索、锚杆、钢带联合支护，断面为矩形，净高净宽为2.4m5.0m。附巷道断面图。二、支护方式 （一）、临时支护采用四根外供液单体柱。顶板破碎时采用带帽，木帽规格（长宽厚）为500mm200mm150mm。附临时支护布置图。 （二）、永久支护采用锚索、锚杆、钢带联合支护，支护材料采用捷马公司产的锚索、锚杆、钢带。 （三）、支护设计说明（1） 顶板支护设计（详见四）（2）顶板支护方案A、 稳定顶板地质条件下的顶板支护方案锚杆间排距：每排5根锚杆，间距1.0米，排距1.2米。
13、锚杆规格：18mm1800mm。锚索辅助支护方案：巷道内每2排锚杆打一根锚索。巷道交叉点采用星花式布置共需要5根锚索。锚索与工作面锚杆同时施工，不得滞后。巷道交叉点锚索在开口前要提前施工。附交叉点支护图。B、中等稳定和不稳定地质地质条件下的顶板支护方案：采用锚杆加钢带支护。锚杆间排距：每排5根锚杆，间距1.0米，排距1.2米。锚杆规格：18mm1800mm。钢带 长度：4.5米。（五孔）锚索辅助支护方案：锚索规格：15.24mm6200mm的钢铰线。巷道内每一块钢带两根锚索和一根锚索交替施工。锚索与工作面锚杆、钢带同时施工，不得滞后。 本方案实际是把锚杆和锚索支护结合成一个整体。用锚索代替部分
14、锚杆。这种辅助支护可以减少锚杆用量，具体支护见附图。C、当遇极不稳定顶板、地质构造或破碎带锚杆支护不能满足支护要求时，采用架设工字钢棚支护，棚距1.0米。详见施工巷道断面图。（3）、帮支护方案巷道两帮采用锚杆挂网支护。帮锚杆规格：16mm1600mm。（捷马公司）帮网规格：（长宽网孔）为4000200060mm。帮支护滞后工作面不大于10米。详见施工断面图、帮支护侧视图。三、支护工艺1、 施工顺序安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）连采机（综掘机）切割敲帮问顶临时支护永久支护。2、 安装顶锚杆 （1）、临时支护：临时支护直接打在钢带上。 （2）、施工顶板锚杆孔：采用两台风动单体锚杆钻机
15、按钢带孔位由巷道两帮向中间施工锚杆眼，眼深1800mm。 （3）、送树脂药卷：穿过钢带孔向锚杆眼装入两卷树脂药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 （4）、搅拌树脂：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后升起钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌4-6秒后停机。 （5）、紧固锚杆：30秒后再次启动钻机，锚杆螺母在钻机的带动下打开阻尼，最后采用人工加扭将力矩增加至150N.M以上3、安装帮锚杆 （1）、两帮连接金属网：金属网采用对接的方式，中间用2米的8#线串上，两端锁往。 （2）、按设计部位施工帮锚杆孔：采用帮部锚杆钻机打1600 mm 深的钻孔。 （3）、送树脂药
16、卷：穿过金属网孔向锚杆眼装入两卷树脂药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 （4）、搅拌树脂：用连接套将钻机与锚杆螺母连接起来，并将锚杆推入孔底，然后启动钻机边搅拌边推动锚杆，推入孔底搅拌4-6秒后停机。 （5）、紧固锚杆：30秒后再次启动钻机，锚杆螺母在钻机带动下打开阻尼，最后采用人工加扭将力矩增加至100N.M以上。4、安装顶板锚索 （1）、施工顶板眼：眼深6000 mm 。 （2）、送树脂药卷：向孔内装入四卷树脂药卷，用装好的锚索钢铰线慢慢将树脂药卷推入孔底。 （3）、搅拌树脂：用搅拌接头将钻机钢铰线连接起来，然后升起钻机推进钢铰线索，当钻机升到锚索盘接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌
17、4-6秒后停机。 （4）、张拉钢铰线：10分钟后用张紧器张拉钢铰线，预紧力为10T以上。 （5）安装完毕进入下一循环。四、 支护设计（一）、顶板稳定性分类根据白龙山矿的地质采矿具体条件，顶板可以分为以下几种类型：A、稳定顶板1、无垂直节理。2、直接顶200-400 mm的坚硬层完整稳定。3、无断层带和地质构造的影响。4、锚杆机打眼时无严重频繁的“跳钎”现象。B、中等稳定1、有垂直节理但与巷道夹角大于450。2、直接顶200-400 mm的坚硬层完整，变薄但不小于200 mm。3、无断层带和地质构造的影响区。4、锚杆机打眼时无频繁的“跳钎”现象。C、不稳定1、有垂直节理但与巷道夹角小于450。2
18、、直接顶200-400 mm的坚硬层完整，变薄小于200 mm。3、无断层带和地质构造的影响区。4、锚杆机打眼时有频繁的“跳钎”现象。D、极不稳定1、有垂直节理但与巷道夹角小于450 2、直接顶200-400 mm的坚硬层完整，变薄小于200 mm。3、断层带和地质构造的影响区。4、锚杆机打眼时有频繁的“跳钎”现象（二）、根据白龙山煤矿的地质采矿条件，用有限元数值分析方法，锚杆的基本参数设计如下：用D18，长度为1.8米325号钢的高强锚杆，基本支护参数 巷道宽度： 5.0米（以最大设计巷道宽度）间距： 1米排距： 1-1.2米（以最大1.2米为限） 每排锚杆数： 5根 锚杆长度： 1.8米
19、锚杆直径： 18 mm 安装应力： 4T 屈服载荷： 8.7T 最大抗拉载荷： 12.7T钻孔直径： 28 mm树脂： 2卷23 mm350 mm米超快药卷（三）、锚杆强度校核：校核准则 : 1）锚杆的安装载荷不大于锚杆最大抗拉强度的50%2）考虑到1.5的安全系数，锚杆系统的支护强度应大于支护范围内的净载荷。根据准则一：所需锚杆的屈服载荷为 Qs=Qc/0.5=4/0.5=8吨Qm锚杆满足强度要求Qs-锚杆所需的屈服载荷Qc-锚杆的安装载荷Qm-锚杆杆体的最大抗拉强度。根据准则二：锚杆系统的支护强度 P=N x Qm/(W x L) =5 x12.7/(5.0x 1.2) =10.6吨/m2
20、P-锚杆系统的支护强度N-每排锚杆数目Qm-锚杆杆体的最大抗拉强度W-巷道宽度L-锚杆排距顶板静载荷 Qd= Lm x =1.8 x 2.7=4.86吨/m2 Qd顶板静载荷Lm-锚杆长度 -岩石比重安全系数 SF=P/Qd =10.6/4.86=2.18当地质条件变化时应根据工程监测结果和现场实际修改支护设计。五、 特殊说明（1）、正常情况下每两排锚杆一根锚索,深度6米。锚索与工作面锚杆同时施工，不能滞后。锚索布置在巷道中间，具体位置如附图。（2）、由于采煤工作面滚筒切割的原因，上、下巷靠近工作面侧的帮支护材料要求不能用金属。所以20205工作面胶运巷前进方向右帮帮支护要求：帮锚杆采用非金属
21、锚杆，帮网用非金属网。（3）、由于风井保护煤柱的要求，在拉门往里施工500米以内是永久巷道，帮支护可用金属材料。且巷道必须喷浆支护。在施工时喷浆滞后工作面不超过40米。（4）、联巷为100米施工一个，开联巷前必须预先将开联巷位置按设计要求施工锚索，后施工联巷，联巷贯通点按设计补齐锚索。（5）、联巷的开口以里5米和距透点5米两帮必须施工帮支护，中间段可以不进行帮支护，如联巷做为它用另行支护。第四章 施工工艺及设备第一节 施工方式20205胶运巷工作面采用综掘机施工 。采用的设备是佳木斯产S150J综掘机。20205辅运巷工作面采用连采机施工。采用引进的美国久益公司1215-10B型连续采煤机及其
22、配套的10SC32-48BC-5型梭车、太原煤科院GP460/150给料破碎机和胶带输送机等设备施工。两个工作面的顶板支护设备采用MQT120JB型单体风动锚杆钻机，每个工作面三台，其中备用一台。第二节 施工工艺一、 连采机的施工工艺（一）、工作面防突预测和校验1、采用长孔抽放法防突技术，钻孔深30米，抽放完毕施工效果检验孔孔深12米，检验实测指标小于临界值，则允许掘进10米。2、长孔抽放的具体施工（布孔、打钻、抽放）由防突队负责。3、工作面防突严格执行四位一体的防突措施。 （二）、工作面掘进当防突队进行防突预测和检验合格后，连采开始割煤。四个循环9.6米后，再由防突队进行防突预测和检验，这样
23、完成一个正规循环。工作面最大空顶距3.5米,循环进度2.4米。1、落煤工序截割方式：连续采煤机掘进过程可分为“切槽”和“采垛”两个工序。司机在激光指向仪的导向下，在巷道左侧的煤壁进行切割，直至割入深度达到2.4m，这一工序称“切槽”工序。然后将采煤机退出，调机到巷道的右侧，再切割剩余的煤壁，使巷道掘至设计宽度，这一工序称为“采垛”工序。连续采煤机就是通过“切槽”和“采垛”工序来完成巷道的掘进。 截割循环：首先采煤机司机将截割头调整到巷道顶部，将截割头切入煤体，切入深度0.8米。然后逐渐调整截割头高度，截割头由上而下切割煤体，当截割头切到煤层底部时，采煤机稍向后移，割平底板，并装完余煤，然后采煤
24、机再进行下一个切割循环。采煤机依此反复循环，完成切槽和采垛工序，直到一次掘进进尺达到规定时，后撤转移到邻近巷道作业。附切槽采垛工序图.2、装煤工序利用连续采煤机的装载、运输机构来完成装煤工序。3、运煤工序运煤由梭车将采煤机割下的煤装满驶向给料破碎机处，卸煤后再返回采煤机地点继续装煤。4、清理浮煤工序完成掘进循环后由铲车司机及时开动铲车负责清理浮煤，做好下一工序的准备工作。5、锚杆支护工序具体施工见支护工艺。二、 综掘机的施工工艺 （一）、工作面防突预测和校验1、采用短孔释放法防突技术，钻孔深10米，释放完毕施工效果检验孔孔深7米，检验实测指标小于临界值，则允许掘进5米。2、短孔释放的具体施工（
25、布孔、打钻、释放）由防突队负责监督执行。3、工作面防突严格执行四位一体的防突措施。（二）、工作面掘进当防突队进行防突预测和检验合格后，综掘机开始割煤。两个循环4.8米后，再由防突队进行防突预测和检验，这样完成一个正规循环。工作面最大空顶距3.5米,循环进度数2.4米。1、落煤工序进刀方式： 采用钻入法进刀。截割深度： 每次截割深度0.8米。 截割循环：首先司机将综掘机调整到巷道左部，截割头调整到对准巷道煤岩结合处，将截割头钻入煤体，钻入深度0.8米。然后按截割路线割完左部断面，并装完余煤，然后再将综掘机调整到巷道右部进行切割。依此反复循环，直到一次掘进进尺达到规定,完成落煤工序。附综掘机截割路
26、线图。2、装煤工序利用综掘机的装载、运输机构来完成装煤工序。3、运煤工序运煤由综掘机配套的转载小皮带运至皮带输运机上。4、锚杆支护工序具体施工见支护工艺。第三节 联巷施工要求 1、 联巷由综掘机施工，联巷与20205胶运巷夹60度角。2、 联巷施工前先按设计施工锚索，否则不准开联巷。如遇顶板破碎或地质变化开口位置可前后移动，但不能超过10米。3、 联巷开口施工要短掘短支，开口抹角不大于22m。联巷交叉点施工及支护见附图。第四节 设备及工具配备所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量序号设备、工具名称规格型号数量用途备注1综掘机S150J1胶运巷割煤2连续采煤机12CM15-10B1辅运巷割煤
27、3梭车10SC32-48BC-51连采配套4给料破碎机GP460/1501连采配套5多功能车FBL-101运料6移动变电站KBSGZY-12501综掘机连采机破碎机梭车KBSGZY-6301皮带溜子KBSGZY-3152风机专用另一台钻机专用7瓦斯抽排泵ZBEL3031辅运巷抽放8顶锚杆风动钻机MQT120JB6打顶板眼2台备用9帮锚杆风动钻机ZQST-654打帮部眼2台备用10效检风煤钻ZQS-50/3003打效检孔1台备用11释放孔风动钻机ZQS-65/2.53打释放孔胶运巷专用12污水泵QBK37KW1排水13刮板输送机SGB150C1运煤14刮板输送机SGB620/401运煤施工联巷用
28、15胶带输送机DSP1080/1601运煤两面公用16局部通风机FBDSNO8/2X55（15）2供风17激光指向仪JZYZA2中心指向18回柱绞车JH-51综掘拉尾第五章 生产系统第一节 通风一、 通风方式掘进工作面采用局扇压入式通风。二、 风量计算（一） 按瓦斯涌出量计算 Q=100qk=1002.691.8=484.2m3/min式中：q-为工作面瓦斯绝对涌出量 k-为瓦斯涌出不均衡系数 取1.8（二） 按人数计算Q=4*N=4*30=120m3/minN-为工作面交接时工作的最多人数计算取30人. 根据上述计算,工作面末端风量定为484.2m3/min三、 风量验算由于施工巷道为半煤岩
29、，根据 15SQ240S进行风量验算最小允许风量 Q15S=1512.96=194.4m3/min最大允许风量 Q240S=24012.96=3110.4m3/min根据以上计算风量选择合理。四、 局部通风机的选型（1） 考虑到风筒漏风因素，工作面局部通风机风量计算：a=PQ1.3484.2=629.46m3/min式中：a局部通风机吸入风量 m3/min P 风筒的的风量比 取1.3局扇的风量Qa为630m3/min根据所确定的Qa选用FBDSN08/255低噪声双速矿用对旋隔爆轴流式局部通风机。该风机还具有高低速可调的特点，在排放瓦斯时低速运转，限量排放，给工作带来较大的安全。技术特征如下：转 速转/min全风压pa风量m3/min电机功率（kw）29501500-7500700-1000255(2).风筒大小的确定和其它要求：选用直径800mm的抗静电阻燃M胶质风筒供风，可满足工作面供风的需要。压入式风筒出口距工作面的最大距离： L(45)s1417m根据上式计算风筒出风口距工作面的最大距离定为15m。五、 通风路线（1
