2303瓦斯巷锚网支护综掘施工作业规程3.doc

目录 目录1 编写依据3 现场调研报告4 作业规程会审记录5 2303瓦斯巷锚网支护综掘施工作业规程6 第一章 工作面基本概况6 第一节 工作面井上下及煤层对应关系（附巷道平面布置图）6 第二节 工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响6 第二章 地质情况6 第一节 煤层赋存特征（附工作面煤层顶底板综合柱状图）6 第二节 地质构造情况6 第三节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况8 第四节 水文地质情况8 第三章 巷道布置情况8 第一节 巷道简述8 第二节 巷道中线布置8 第四章 巷道支护8 第一节 支护设计结论说明8 第二节 支护形式和参数（附巷道断面图）8 第五章 矿压监测11 第一节 观测对象11 第二节 观测内容12 第三节 观测方法13 第四节 数据处理14 第六章 掘进施工方式14 第一节 工艺流程14 第二节 施工设备（附设备布置示意图）17 第三节 作业方式（附掘进机截割轨迹图）17 第四节 循环进尺17 第五节 运煤（矸）方式17 第六节 过特殊区段的施工工艺17 第七章 生产系统20 第一节 一通三防系统（附瓦斯巷通风系统图）20 第二节 辅助运输系统（附运输系统示意图）25 第三节 供电系统（附供电系统图）25 第四节 压风系统（附压风系统示意图）28 第五节 排水系统（附排水系统示意图）28 第六节 通讯、照明、信号系统28 第八章 安全质量管理28 第一节 工程质量验收要求28 第二节 文明生产管理要求28 第三节 煤质管理要求28 第四节 机电设备管理要求30 第九章 劳动组织、循环图表与主要经济技术指标30 第一节 劳动组织图表30 第二节 正规循环作业图表30 第三节 主要技术经济指标表31 2303瓦斯巷经济技术指标31 2303瓦斯巷锚杆支护材料表31 第十章 重大危险源及有害因素辨识31 第十一章 安全技术措施32 第一节 顶板管理安全技术措施32 第二节 机掘作业安全技术措施32 第三节 机电检修、机电设备安全防护技术措施33 第四节 运输、装卸车、抬运设备安全措施33 第五节 矿井其它自然灾害预防措施34 第六节 巷道特殊作业施工安全技术措施35 第七节 矿压监测安全技术措施35 第八节 其它安全技术措施35 第十二章 工作面避灾路线36 第一节 避灾原则36 第二节 避灾路线（附2303瓦斯巷避灾路线示意图）36 编写依据 一、根据地测科提供的2303工作面掘进地质说明书及其附图1、2303工作面煤层底板等高线图 12000 2、2303工作面顶底板煤岩柱状图 1200 3、2303工作面A－A′、B－B′剖面图 12000 4、2303工作面井上下对照图 12000 二、任务来自于生产科下达的“规程编制通知单”编号为51号。 现场调研报告 一、工作面现场概况 1、2303瓦斯巷开拓队已开口施工99.7m。瓦斯巷开口前40m断面呈矩形，宽4.2m，高2.8m；窝头断面呈矩形，宽3.6m，高2.8m。钢带规格为Φ14园钢焊制，锚杆为杆体为22号左旋无纵筋螺纹钢筋。 2、2303瓦斯巷开口往西5m处使用木板封闭。 3、风水管路不具备，及时联系通风队完善2寸水管和4寸风管。 4、出煤系统2303瓦斯巷胶带输送机→溜煤眼→23皮带巷皮带→西下山皮带巷皮带→二水平皮带巷皮带→西翼皮带→1煤仓或2煤仓→主井皮带→地面。 5、瓦斯巷口分别有一风眼和一溜煤眼，规格均为0.8m2 ,同样偏南帮0.9 m。 6、主副风机在2302风巷口。 二、主管部门意见 1、打开临时板闭后，先排放瓦斯，由通风科协调解决； 2、施工过程中，严格执行“敲帮问顶”制度； 3、割煤过程中司机要密切注意窝头煤墙变化，遇到煤墙破碎时，放慢截割速度。 4、临时超前支护必须保证及时有效，严禁空顶作业。 调查人员李峰 李海龙 调查时间2007年4月15日 作业规程会审记录 单位综掘一组 作业规程名称 2303瓦斯巷锚网支护综掘作业规程 主持人 苗 总 记录人 张玉东 会审时间 2007.5.18 会审地点 调度办公室 施工单位 综掘一组 会审意见 1、2303瓦斯巷掘进过程中，在距23皮带巷1000m处揭露一断层，瓦斯巷过断层前，另行补充安全技术措施； 2、由地质科测量组准确标出与风巷置通位置，提前在贯通点打设三组槽钢梁进行加固； 3、施工时，继续沿开拓队挑伪顶400mm的方式掘进； 4、考虑到风筒与掘进机上喷雾泵的距离太近，特将巷高从原来的2.8m调整到3.0m，严禁超高。 5、皮带、风水管路，堆放在23材料巷时，必须保证不影响单轨吊的正常运行，风水管路集中统一倒入2303瓦斯巷内，必须以单项工程控制。 6、风瓦联络巷沿煤层顶板掘进，到位后在联络巷东帮下部与风巷贯通，贯通面积控制在不小于1m2。 参加会审人员签名 苗 田 韩玉明 梁安文 王玉林 赵 伟 裴江涛 秦占法 元松明 赵 元 王永政 候 超 张玉东 白勇军 李海龙 2303瓦斯巷锚网支护综掘施工作业规程 根据生产衔接，由掘一组负责2303瓦斯巷掘进施工，为保证施工质量及安全特编制本作业规程。 第一章 工作面基本概况 第一节 工作面井上下及煤层对应关系（附巷道平面布置图） 巷道名称2303工作面瓦斯巷 巷道用途2303工作面排放瓦斯 巷道位置2303瓦斯巷位于2303风巷南侧，设计长度1239.5m（2303瓦斯巷回风道中－2302瓦斯巷联络巷中），开拓队开口掘进99.7 m,剩余施工长度1139.8m，沿煤层顶板布置。 第二节 工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响 2303工作面位于23采区的中部，东面为23采区大巷，北面为2302工作面，西面为23排水巷，西距常村矿井田边界80米，南面为未采区。由于2302工作面正在回采，顶板未跨落稳定，对巷道掘进将造成采动影响。 第二章 地质情况 第一节 煤层赋存特征（附工作面煤层顶底板综合柱状图） 工作面开采煤层属下二叠统山西组下部的3煤层，煤层赋存稳定，煤厚变异较小，煤层结构较简单。煤质变化不大，均为贫煤。 3煤层厚度为6.33m， 倾角平均为4。煤层之上为炭质泥岩伪顶，厚0.3m黑色，不稳定。伪顶之上为泥岩直接顶，厚度3.29m，黑色、块状，性脆，断口平坦；泥岩之上为砂岩老顶，有5.8m厚的细到中粒，灰白色厚层状，石英为主，分选性差。 煤层之下为直接底泥岩，为1.45m厚泥岩，呈黑色，块状，致密，断口平坦，泥岩之下为老底，为7.3m厚的细粒砂岩，呈灰黑色砂岩细粒，以石英为主，硬度中等。 第二节 地质构造情况 工作面东高西低，东西高差92米，工作面东部煤层基本平缓，中部煤层呈一单斜构造展布，产状为248∠3－5，西部发育一宽缓的向斜构造，倾伏方向为250。 2302风巷在西距切眼248.9m揭露F4正断层，产状为195210∠60－70，落差在0.72.0m,预计将影响瓦斯巷正常掘进。 第三节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况 根据2302工作面瓦斯涌出情况分析，2303工作面西部瓦斯含量较高；煤尘具有爆炸性，火焰长度为20mm；煤层无自燃发火现象，顶压、侧压明显，地温15℃--17℃。 第四节 水文地质情况 2303工作面四周除北面2302工作面正在回采外，其余均为未采区，顶部含水层基本未受到破坏和疏放，含水层富水性较强。加之，向斜轴部及断层发育附近煤层及顶板裂隙发育，2303工作面掘进巷道时（尤其是在向斜轴部及断层发育附近）会有淋、滴水现象发生，预计最大涌水量是15m3/h，正常涌水量是8m3/h。建议提前准备好管路、水泵等排水设施，并随工作面的掘进及时向前延伸。根据现场情况可在瓦斯巷的适当位置打设一排水孔，通过风巷排水。 第三章 巷道布置情况 第一节 巷道简述 一、巷道开口位置及布置形式 2303瓦斯巷综掘施工位置位于开拓队停掘处，施工时以方位角270 28′14 ″沿顶板掘进1239.8m到位。 瓦斯巷到位后，开始施工风瓦联络巷，其开口位置位于瓦斯巷北邦距回风道中1239.5m（中－中），以方位角31528′14″开口，沿煤层顶板掘进21.2m在底部与2303风巷贯通。 二、巷道断面 瓦斯巷断面呈矩形，宽3.6m，高3.0m，掘进断面面积10.8m2，风瓦联络巷同瓦斯巷断面。 第二节 巷道中线布置 施工时，中线由激光指向仪定向，地测科提供。巷道坡度较大或距离超长时，测量组及时延挂中线。 第四章 巷道支护 第一节 支护设计结论说明 由于瓦斯巷受2302工作面动压影响，根据北京开采所提供的2303瓦斯巷锚杆支护设计，瓦斯巷断面呈矩形，宽3.6m,高3.0m，顶板支护采用超高强度锚杆树脂加长锚固方式，整体支护效果均能满足支护要求。 第二节 支护形式和参数（附巷道断面图） 1、支护形式2303瓦斯巷采用全锚网、W钢带支护。 2、支护参数 1顶板支护 锚杆锚杆形式和规格杆体为22号左旋无纵筋螺纹钢筋,规格为Φ22－M24－2000mm。钢号为BHRB600。 锚固方式树脂加长锚固,采用两支低粘度树脂药卷,一支规格为K2335,另一支规格为Z2360。钻孔直径为30mm,理论锚固长度为1100mm。 W钢带规格采用W钢带护顶,钢带规格厚度4mm,宽280mm,长度3300mm.规格为W2804--3300--1000---4。 锚杆配件采用高强锚杆螺母M243,配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈,托盘采用拱型高强度15015010mm，配合高强螺母,高强调心球垫和尼龙垫圈,力学性能与锚杆杆体配套承载能力不低于30T。 锚杆角度顶板锚杆全部垂直顶板布置。 网片规格采用金属网护顶,网孔规格5050mm,网片规格40001100mm. 锚杆布置锚杆排距1000mm,每排4根锚杆,间距1000mm。 2巷帮支护 锚杆形式和规格杆体为22号左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为BHRB600,规格为Φ22－M24－2000mm。 锚固方式树脂加长锚固,采用两支低粘度树脂药卷,一支规格为K2335,另一支规格为Z2360.钻孔直径为30mm,理论锚固长度1100mm. W钢带规格采用W钢带护帮，钢带厚度4mm，宽280mm，长度2500mm。W2803--2500--1100---3 锚杆配件采用高强锚杆螺母M243，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托盘采用拱型高强度托盘规格为15015010mm，配合高强螺母,高强调心球垫和尼龙垫圈,力学性能与锚杆杆体配套承载能力不低于30T。 网片规格采用金属网护帮，网孔规格5050mm，网片规格25001100mm。 锚杆布置锚杆排距1000mm，每排每帮3根锚杆，间距1100mm。 锚杆角度全部垂直煤墙布置。 3、风瓦联络巷采用全锚网、W钢带支护，联合锚索补强的支护形式。沿联络巷顶板巷中每隔3m布置一根单体锚索，其余支护参数同瓦斯巷的规格。 锚索形式和规格锚索材料为Φ18.9mm,17股高强度低松弛预应力钢绞线,长度7300mm,钻孔直径28mm,采用一支K2335和两支Z2360低粘度树脂药卷锚固,锚固长度1840mm。 锚索托盘采用300mm300mm16mm高强度可调心托板及配套锁具。 锚索布置锚索在巷中布置间距3m。 第五章 矿压监测 第一节 观测对象 一、综合监测 1、综合监测内容包括巷道表面位移、顶板离层。 2、每条锚杆支护巷道应严格执行作业规程规定，进行测站的布置和安设，当围岩地质条件发生变化时，应根据变化的情况增加测站的个数。 3、每个测站都应进行专门的编号并挂牌管理，以便读数时识别。 4、观测频度为每周12次，若遇到特殊情况，适当增加观测次数，待顶板稳定后每月12次。 5、监测结果和记录由专人保存，以便以后查阅使用。 二、日常监测 日常监测包括三部分内容,锚杆锚固力抽检,顶板离层观测和锚杆预紧力矩检测. 1锚杆锚固力抽检 巷道掘进施工过程中安排专人,按不小于10的比例和不大于二天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽测.抽测时只做非破坏性拉拔,达到200KN后可停止拉拔. 2顶板离层 .由于动压影响，2303瓦斯巷距2302回采工作面碰头前200米每30米打设一个顶板离层仪，其余巷道每隔50m安设一个顶板指示仪，.在距掘进工作面50m内,每天观测一次。50m以外,除非离层松动仍有明显增长的趋势,一般可停止测读具体数据,改为观察两个刻度坠的颜色.由当班班长和跟班队干负责观察,其他人员也应随时注意观察,以便及早发现异常现象,确保安全. 离层指示仪以红,黄,绿三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,绿色表示顶部松动离层值较小,处一较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警戒值;红色则表示顶板离层松动值较大,已进入危险的状态. 3锚杆预紧力矩检测 巷道掘进施工过程,安排专人按不小于30的比例和不大于二天的时间间隔用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力进行抽测,锚杆达500N.m,即为合格. 第二节 观测内容 表１综合监测内容 序号 项 目 内 容 仪 器 1 巷道 表面位移 顶底板、两帮相对移 近量及顶板下沉量。 2 顶板离层 锚固区内外顶板岩层位移 层位移 顶板离层 指示仪 表２ 综合监测测站布置 测 点 一 二 三 支护巷道（距离，m） . 300 900 1200 巷道表面位移 每隔50m一组与综采队碰头前200m每30m每设一组 顶板离层 每隔50m 一组与综采队碰头前200m每30m每设一组 备注综合监测测站安装现场施工必须由生产科相关人员进行指导 第三节 观测方法 在2303瓦斯巷中，共设三个测站。瓦斯巷掘进300m后， 设置第一个测站。900m处设置第二个测站。瓦斯巷掘进1200m设置第三个测站。每个测站包括2个表面位移测站1个顶板离层测站。 1 巷道表面位移测站每隔50m安设一组 A C O D B 400mm 400mm 采用十字布点法，安设表面位移监测断面（如图） 在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻φ29mm， 深380mm的孔， 将φ29mm长400mm的木桩打入孔中，并在木桩端部安设测钉，两监测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。 观测方法 在C、 D点安设拉紧测绳， A、B之间拉紧钢卷尺，测读AO、OB值，在AB之间拉紧测绳 ，CD之间拉紧钢卷尺，测读CO、OD值，测量精度要求达到1mm，并估计出0.5mm，采用皮卷尺测量监测断面至掘进工作面的距离， 观测频度，在距工作面50m之内每天观测一次，其它时间每周1-2次。 2顶板离层测站 采用顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内外离层位移值，每隔50m在巷道顶板中部钻一φ29mm的垂直钻孔,深度7m。 安装顶板离层指示仪直接读取锚固区内、外顶板离层值。 观测频度距工作面50m之内每天观测一次，其它时间每周1-2次。离层仪编号管理，并及时填写初始读数。 离层仪安装注意事项 A.离层指示仪安装位置距迎头不得超过1.5m，否则无法捕捉顶板离层的全过程； B.钢丝绳应事先盘好，推入锚固器时逐圈展开，以防纠缠打结； C.推入锚固器时，安装杆不得回拉，否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出； D.浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记，安装深度2.3m； E.安装后，两个刻度坠均应自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。 F.离层仪紧跟窝头打设，间距误差50m5m。 第四节 数据处理 一、由生产科矿压组负责采集数据和分析处理。 二、在观测过程中，若发现离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20米范围及时采取补打锚杆的措施进行加固，并及时对锚杆设计参数进行修改。 三、在观测过程中，若发现离层值进入危险区内时，应由矿总工程师召集有关科室分析原因，并及时采取相应的安全措施。 四、在地质条件发生变化时，缩短测站距离，加大观测频度。 五、每月对各监测巷道的综合监测数据进行分析总结，作出分析报告。监测数据异常时，要及时进行分析，并作出分析报告，提交相关领导与部门负责人，并及时修改锚杆支护设计参数。 第六章 掘进施工方式 第一节 工艺流程 施工顺序2303瓦斯巷→风瓦联络巷（提前在2303风巷贯通点补打三组横槽钢梁锚索）→与2303风巷贯通 采用EBJ-120型掘进机割煤， MQT型风动钻机及ZMS型风动煤钻打眼安装锚杆施工。 ㈠瓦斯巷开口施工 施工位置位于开拓队停掘处，施工前及时检查加固窝头范围巷道支护完好情况，并拆掉窝头正面煤墙支护。 ㈡、瓦斯巷正常施工 ①施工工序 施工工序包括掘进和支护两大部分.巷道顶板支护的施工工艺流程为掘进机割煤出煤、退机找掉危岩敲帮问顶--铺金属网上钢带临时支护--钻顶板中部锚杆孔--清孔--安装树脂药卷和锚杆--用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间--停止搅拌并等待1分钟左右--拧紧螺母--从中向两边依次安装其它顶板锚杆。 帮锚杆施工工艺 挂网--上钢带--钻孔,清孔--安装树脂药卷和锚杆--搅拌树脂药卷--等待1分钟左右--拧紧螺母--安装其它帮锚杆。 ②施工工艺 ⒈掘进机割煤按照截割路线图进行作业，保证顶平、帮直，出完煤后退出机组，退出距离以能满足顺利打设锚杆为宜，将截割头落于巷道底板中部，切断并闭锁机组一切动力电源（仅保留照明）。 ⒉敲帮问顶在出煤完毕其他作业人员进入工作面前，施工人员利用长柄工具站在完好支护下进行认真的敲帮问顶后，并确认无异常时进入工作面开始进行下一工序作业。 ⒊施工人员站在利用截割头作为一个支点，梯子作为另一个支点搭设的梯子、大板（长宽厚2.50.350.06m） 简易平台上，在锚网支护区将待上网片与前一排网联接，然后将W钢带上好。 ⒋伸出顶网，移设超前支护，超前支护必须移设至窝头煤墙,超前支护采用 带螺母活动钩环拧在已打设好上排顶锚杆上，保证超前支护的牢稳丝口必须拧满一个螺母。用两根4.5m长2寸钢管穿在钩环内随掘前移，钢管悬臂伸出长度始终保证将待架棚支撑起来。 ⒌钻装顶部锚杆严格按照设计角度及质量施工。 ①利用风动钻机打设顶眼，先打顶中部眼，钻机必须支设牢固。先用1.2m短钻杆，后换2m长钻杆，采用Φ30mm钻头，钻孔时，锚杆机升起，使钻头插入相应的W钢带孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为190030mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。 ②利用锚杆杆体将树脂药卷（K2335、Z2360）轻推送到顶眼孔底。锚杆杆体套上托板及球垫、尼龙垫随后带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起并开动钻机，搅拌树脂药卷， 搅拌过程连续进行。 搅拌时间控制在30-50秒，中途不得间断，使化学药剂充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。 ③利用钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，然后用专门的风动扳手拧紧，预紧力矩不小于500Nm。 ⒍帮锚杆根据现场煤墙发育情况如节理裂隙不发育、煤帮较完整条件下可滞后窝头一排安装。两人一组，操作风动煤钻按设计角度及位置打设帮眼，眼深190030mm采用Φ30mm钻尖，帮锚杆安装用风动煤钻搅拌药卷，使用一支K2335和一支Z2360型树脂药卷锚固,帮锚杆用风动扳手预紧，预紧力矩不小于500Nm。 ⒎铺联网金属网必须紧贴顶板及煤墙铺设，长边对接，短边搭接不少于200mm，用16铅丝双丝双扣孔孔相联。 ⒏撤出窝头人员、机具进行下一循环。 ⒐锚索施工必须紧跟窝头打设。 ①两人利用风动钻机配B22中空六方棱长钻杆和Φ30mm双翼钻头按设计位置钻孔，孔深控制在700030mm内。 ②利用锚索将三个树脂药卷（1个K2335型，2个Z2360型）轻推送入孔底。 ③锚索下端用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索插至孔底后，全速搅拌15-20s后, 停止搅拌，下缩锚杆机,卸下搅拌器。 ④张拉锚索垫板、锚具、用张拉千斤顶张拉锚索到设计预紧力200KN之后卸下千斤顶。 ⑤锚索外露长度控制在250mm－300mm。 ⑥锚索施工完用小网片将锚索及锁具罩住，并将小网片与顶网隔孔联接，保证吃力有效。 三、联络巷施工 （1）施工前准备 由地质科测量组在2303瓦斯巷内准确标出距联络巷开口位置的距离,提前在2303风巷贯通点距贯通侧偏北500mm处打设三组槽钢梁锚索加固，组距1.8m，锚索间距2m，共六根，锚索规格为Φ18.9mm-7300mm用12槽钢两两相联。 （2）施工工艺 1 开口 1、先详细检查作业点范围内的支护情况，发现失效锚杆必须及时补打。 2、通过6棚扇形棚过渡，保证每棚最大棚距不超过1000mm。 3、掘进机司机必须认真操作，放慢截割速度并控制进刀深度。 2 正常施工 风瓦联络巷掘进采用端煤掘进；施工工艺严格按照2303瓦斯巷锚网支护施工工艺。 3）2303风瓦联络巷与2303风巷贯通施工 1、地测科在贯通前21.2m，提前在瓦斯巷标出距贯通点的准确剩余距离，我队提前在贯通范围打设三组锚索加固,用2.3m12槽钢两两相联.。 2、距贯通剩余21.2m时，队派专人对在2303风巷贯通点范围进行监护，严禁有人在此作业或逗留。 3、当两巷贯通相距5m时，司机严格控制进刀尺寸，每次进刀不允许超过0.5m。 4、接近贯通点时，每棚要及时使用钻杆探测贯通准确距离，保证贯通在风瓦联络巷东邦下部贯通，贯通面积不小于１m2。贯通后及时停止瓦斯巷的风机。由通风部门及时调整通风系统。 5、待按要求贯通后，及时向生产调度、安全调度、通风科及队值班室汇报。 （3）安全技术措施 1、施工前在贯通点范围处距煤墙帮500mm处打设三组锚索加固，并用槽钢两两相连。 2、风瓦联络巷沿顶板掘进，联络巷内锚索必须随掘随打，及时锚固张拉。 3、人工抬运设备时，必须保证口令一致，步调统一，轻抬轻放，并清理好退路，保证道路畅通。 4、施工过程中需执行以下安全技术措施 （1）安装前，必须检查设备各零部件是否完好，否则应进行检修好。 （2）起吊大件时，可打设专门起吊锚杆，使用专用起吊链环，要选用相应的起吊用具，并建立第二道防线。起吊过程严格执行矿岗位作业人员站位规定。 （3）待掘进施工拐入联络巷内转载的有效长度充分利用后开始采用端煤掘进。 （4）使转载斜跨在皮带机尾上，保证转载机头机尾固定可靠，机组与转载脱离采用机组端煤掘进。 （5）转载机头可采取在适当位置补打单体锚杆进行悬吊，机尾全部使用道木交叉垫牢。 （6）机尾工必须加强对禁区的管理，架棚时及时闭锁急停保护。 第二节 施工设备（附设备布置示意图） 2303瓦斯巷设备配备表 名 称 型 号 数量 电 压 掘进机 EBJ-120 1 660 胶带输送机 SJ-800 1 660 真空开关 QJZ-300/1140 2 660 综合保护 BDZ--42.5 1 660 磁力开关 QC83-80N 3 660 移变 KBSGZY-500/6 1 6000/660 局扇 FDII-6.322KW2 2 660 磁力开关 QC83-120 3 660 转载机 QZP-160 1 660 开关 QC83-80A 2 660 2303瓦斯巷所需钻具 名 称 型 号 数 量 产 地 锚杆钻机 MQT 20台 济南 钻杆 B19,1.2m 160套 邢台 钻杆 B19,2.4m 160套 邢台 风动煤钻 ZMS60 16台 济南 煤钻钻杆 B19,2.4m 1600个 邢台 煤钻钻头 Φ30mm,双翼 1600个 邢台 套筒 Φ36 200个 北京 第三节 作业方式（附掘进机截割轨迹图） 掘进机割煤严格按照截割轨迹图进行作业，并保证所掘巷道顶平、帮直。 第四节 循环进尺 正常情况下瓦斯巷掘进时每个生产班正规循环进尺为6排。 第五节 运煤（矸）方式 掘进机割煤， 出煤→转载机→2303瓦斯巷胶带输送机→溜煤口→23皮带巷皮带→西下山皮带巷皮带→二水平皮带巷皮带→西翼皮带→1煤仓或2煤仓→主井皮带→地面。 第六节 过特殊区段的施工工艺 1、掘至断层前必须执行先掘后探原则，过断层时适当放慢掘进速度，每次进刀尺寸控制在500mm以内。 2、根据地测部门断层预测及时编制过断层安全技术措施。 3、严格执行过断层的安全技术措施，除排距缩小外其余仍执行原规程施工工艺。 4、与2302工作面回采交接段安全技术措施 1、人员靠近煤墙作业必须首先进行敲帮问顶，由有经验的工人用长柄工具进行，作业时跟班队干要在窝头观察监护煤墙情况。 2、施工过程中，必须由工长统一指挥，专人监护帮顶煤岩体的稳定情况及机 组工作情况。 3、严禁空顶作业，施工中必须使用超前支护及时管理顶板。 4、在割煤过程中，严格控制进刀速度，每次进刀控制在500mm以内，并严格控制巷道成形，窝头煤墙必须割平，严禁留伞檐。施工要严格控制巷道高度，严禁超高。 5、在距与2302工作面回采碰面前 150m处北帮上部悬挂醒目的标识牌，标明与2302工作面回采位置距离、日期及负责人，提高职工的安全警惕性。 6、如遇到顶板破碎、裂隙发育的情况下，必须及时缩小棚距施工。 7、加强巷道成形管理，对局部出现宽帮、高顶，锚杆断裂时必须补打单体锚杆（锚索）加强支护。单体锚杆配合25025010mm垫板。 8、掘进施工中必须严格执行“敲帮问顶”，“有疑必探，先探后掘”的规定。 9、施工中加强矿压监测 ㈠表面位移测站必须按照作业规程规定进行安设。 ㈡所有测站安设好后要作好初始读数记录，并加强观测频度且在队部设立专门台帐。 ㈢所有测站都必须编号并挂设测站牌。 ㈣加强离层仪观测频度，专人负责做好记录分析。 第七章 生产系统 第一节 一通三防系统（附瓦斯巷通风系统图） 一、巷道通风 ⑴、瓦斯巷通风系统 A. 采用压入式通风方式，局扇为222KW对旋式风机，风筒为阻燃胶质风筒，直径为800mm.风筒出口离窝头为5m-10m，风筒要求逢环必挂，吊挂平直接口严密不漏风，拐弯用弯头，出现破口，及时粘补，风机实行挂牌管理，专人负责。 B.2303瓦斯巷工作面局扇风机安设在23皮带巷，采用双风机双电源自动切换系统， 距2303瓦斯巷风眼北大于20m处，风筒沿23皮带巷通过风眼拐至2303瓦斯巷沿南帮布置。 C.风量计算 计算如下 1.按瓦斯涌出量计算Ｑ掘＝Ｑ瓦K/C＝0.921.5/1＝138m3/min 式中Ｑ掘-----掘进工作面实际需要的风量，m3/min q瓦---------掘进工作面瓦斯相对涌出量， 根据潞安矿区3煤层瓦斯地质图取q瓦为5.1 m3/t。 q瓦T Ｑ瓦＝--------------0.92 m3/min。 1440 Ｃ-------掘进工作面回风流中瓦斯的允许浓度，取1。 Ｋ-------掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数， 取1.5。 Ｔ-------按正规循环均产量计算，取262.3吨。 2.按工作面人数进行计算 Ｑ掘＝4Nm3/min＝420＝80 m3/min 式中Ｑ掘-----掘进工作面实际需要风量，m3/min； Ｎ-------掘进工作面同时工作的最多人数，人； ４-------每人供给的最小风量，m3/min。 3.按局部通风机的实际吸风量计算 Ｑ＝Ｑ局Ｉ＝490 m3/min 式中Ｑ－掘进工作面实际需要风量，m3/min Ｉ－掘进工作面局部通风机数量。 Ｑ大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。 4.确定工作面实际需要风量 确定工作面实际需要风量490 m3/min 5.按风速验算 根据上述计算结果， 选取最大风量Ｑ＝490 m3/min作为验算依据。 １）按最小风速验算 Ｑ掘＝15s＝1510.8162 m3/min〈490 m3/min ２）按最高风速验算 Ｑ掘＝240s＝24010.8＝2592 m3/min490 m3/min 符合煤矿安全规程规定。 二、综合防尘（附瓦斯巷防尘系统图） A.防尘系统 瓦斯巷工作面供水由23皮带巷静压水管经2303瓦斯巷机头风眼口拐至2303瓦斯巷工作面， 水管每隔50m接一三通阀门，供防尘洒水消防之用，水管吊挂平直，接口严密不漏水。 B.防尘措施 ⒈根据通风质量标准化标准，在掘进机上安装喷雾泵或旋风式除尘器，并保证正常使用。 ⒉安装两道净化风流水幕， 一道随机前移， 距窝头不超过50m， 一道固定在瓦斯巷内。掘进时，水幕喷雾正常，封闭巷道全断面。 ⒊开机割煤时，先开喷雾泵并保证掘进机内外喷雾正常。 ⒋各转载点必须保证喷雾正常有效使用，水流畅通。 ⒌工作面安装隔爆水袋距工作面60-200米，配水量按200L/m2配备,瓦斯巷断面为10.8m2.总水量不得小于2160L。 ⒍生产过程中必须班班冲洗窝头50m范围内巷道， 窝头往外50--100m巷道每日冲洗一次，100m以外每周冲洗一次。 三、防治瓦斯 1、监测监控系统附瓦斯巷监控系统示意图 瓦斯巷工作面必须安装瓦斯监测断电装置，随掘随移。窝头瓦斯传感器 （Ｔ1） 安置在巷道北帮， 距帮不小于200mm、 顶不大于300mm不超过窝头5m处。回风传感器Ｔ2距帮不小于200mm、顶不大于300mm不超过回风口10-15m。 瓦斯报警点T1为0.8CH4,T2为0.8CH4。 瓦斯断电点T1为1.2CH4，T2为0.8CH4。 断电范围T1掘进工作面全部非本质安全型电器设备。T2掘进工作面中全部非本质安全型电器设备。 复电点T1、T2均为 0.8CH4。 2、防瓦斯及排放瓦斯措施 ⒈工作面供电实行“三专两闭锁”。 ⒉施工时，必须及时延挂风筒。 ⒊局扇实行专人负责，挂牌管理，严禁无计划停风。 ⒋停风期间，严禁进入无风地点作业。因故停风时，当班工长，维护工必须立即切断电源停止作业撤出工作人员，及时查清原因进行处理。 ⒌队干、工长、机组司机、机电维护工下井时，必须携带合格的瓦斯报警仪。 ⒎局扇恢复送风前，必须检查瓦斯情况，当局扇开关及附近10m范围内瓦斯浓度不超过0.5， 局扇供风区域内瓦斯浓度不超过1， CO2浓度不超过1.5时方可人工恢复送风，否则当瓦斯浓度超限，必须采取措施进行瓦斯排放。 ⒏瓦斯排放要实行分级管理， 对于停风时间不大于8小时瓦斯浓度不大于3（包括3）的掘进巷道，必须由现场瓦检员负责，局部通风机管理人员，掘进队跟班队干和安全员协助进行瓦斯排放； 对于停风时间超过8小时，瓦斯浓度超过3时掘进巷道必须由矿总工程师安排通风部门的科、队长现场负责瓦斯排放。 ⒐排放瓦斯前，凡是排放瓦斯流经的巷道和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘工作面，硐室等地点必须撤出全部人员，切断电源，并设专人进行警戒。 ⒑排放瓦斯时采用结扎风筒的方法控制风量， 严禁“一风吹”和高瓦斯浓度直接排放。采用分段排放瓦斯时，只有在排放段内的瓦斯浓度降到1以下，CO2浓度降到1.5以下，方可进行下一段排放瓦斯工作。 ⒒排放瓦斯风流与全风压风流混合后的瓦斯浓度不得超过1.5。 ⒓当排放瓦斯区域的瓦斯浓度降到1，CO2浓度降到1.5以下， 经全面安全检查情况正常，无局部瓦斯积聚并且稳定30min后方可结束排放瓦斯工作。 四、防火防爆 ⒈各移变及机头处必须配备2个合格的灭火器， 一个消防砂箱， 并装有不少于0.2m3的消防砂，砂袋不少于10个，消防锹一张。 ⒉井下所用胶带风筒必须具有阻燃性质。 ⒊各类油脂严禁井下存放，各减速箱漏油必须及时处理，地下油迹必须及时清理干净。 ⒋其它严格执行煤矿安全规程 第244条规定视火灾性质灾区通风和瓦斯情况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，矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作，并立即向调度室汇报，并组织人员佩戴好自救器，沿避灾路线退出。 第二节 辅助运输系统（附运输系统示意图） 一、运料 瓦斯巷运输系统 地面→卡轨车机尾（卡轨车）→二水平材料巷 单轨吊 →西下山材料巷 （单轨吊） →23材料巷→2303瓦斯巷上料台（人工）→卸料处底皮带→工作面。 二、底皮带运料运输 1、底皮带运料时，必须使用装卸料台，并保证装卸料台完好牢固，托辊齐全，且装卸料期间，机头、机尾必须设专人看好信号，发生堵料等意外事故时及时停机处理。 2、在指定的上下料平台处进行上下料作业，两人配合操作，动作协调。专用信号灵敏可靠。 3、利用上料平台上料，二人配合将材料放上上料平台，再平稳放上胶带，装料要间隔5-10m，均匀顺势摆放。 4、下料平台利用卸料装置和扒料工具，顺势将料卸下胶带，整齐码垛到指定地点。 5、沿途要注意胶带缺托辊跑偏或因材料放不正而发生其它事故。如有问题要及时停机处理。 6、在下料平台接料后，要及时码垛整齐，不得影响其他作业和行人。 第三节 供电系统（附供电系统图） （1）、供电负荷统计 1、动力负荷286.2KW，其中 皮带机90KW，掘进机190KW，涨紧较车4KW,水泵2.2KW。 2、保安负荷44KW，其中 主风机2*22KW， 副风机2*22KW。 （2）、供电系统设计 1、动力负荷，由一台KBSGZY-500移变供电，移变安装在23皮带巷1横贯口，高压6000V电源来自二水平变电所2020高压开关，采用型号为UGSP-3*35-6KV 的高压电缆供电，长度为650米。低压660V采用型号为MY-3*70-660V 的低压电缆供电。 2、保安负荷，采用双风机双电源系统供电，主风机电源自双风机双电源硐室专用开关SF26，采用型号为MY-3*35-660V 的低压电缆供电，长度为650米。副风机电源自移变低压出线开关电源侧，采用型号为MY-3*16-660V 的低压电缆供电。 3、双风机双电源系统按照要求，安装双电源自动切换装置，以及风电瓦斯电闭锁装置。 4、所有开关按照“三大保护细则”进行电气保护整定计算，详见附图10“2303瓦斯巷供电系统图”。 第四节 压风系统（附压风系统示意图） 压风由新风井压风管路供风，风管采用4寸管接至工作面。压风管路每隔100m设一三通。 第五节 排水系统（附排水系