东翼井中央变电所泵房掘进工作面作业规程文档格式.docx
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综合防尘20
第四节：
防灭火20
第五节安全监控20
供电21
第七节：
排水21
第八节：
运输21
第九节：
通信和信号21
第六章劳动组织及主要技术经济指标21
劳动组织形式21
作业循环22
主要经济指标23
第七章安全技术措施24
一通三防24
顶板26
爆破28
防治水30
机电及运输30
其他31
第八章灾害应急措施及避灾路线32
中央变电所泵房掘进作业规程
第一章概况
第一节概述：
本施工巷道为中央变电所泵房，是东翼井生产期间的开拓巷道。
设计长度变电所泵房长度45米、管子道30米、正、副水仓90米、配水巷80米、吸水小井15米，总工程量约260米。
施工按技术部门给定中腰线施工，服务至矿井结束。
自2011年5月开工，预计到2012年3月初完工。
附：
巷道布置示意图
第二节编写依据
本规程的编写依据联丰东翼井技改初步设计、中央泵房变电所施工设计和《安全专篇》及《煤矿安全规程》有关要求。
第二章地面位置及地质情况
地面相对位置及临近采区开采情况
本工程北部为回风井，西部和南部为轨道大巷和西翼轨道下山，东部为总回风巷；
与之对应地表为回风井广场。
井上下对照关系表
水平、采区
工程名称
中央变电所泵房
地面标高
+1422.591
井下标高
+890～+895
地面的相对位置建筑物、小井及其他
回风井西南约70米的广场内，建筑物有绞车房等。
井下相对位置对掘进巷道的影响
本工作面东为总回风巷，北部为回风井，南和西部为轨道大巷和西翼轨道下山。
临近采掘情况对掘进巷道的影响
煤（岩）层赋存特征
本工程在1#煤层及顶板内施工，1#煤平均厚度为3.67m，煤层顶板岩性为灰白色细砂岩，平均厚度13m。
底板为灰色泥岩和粉砂岩。
煤（岩）层特征情况表
指标
参数
备注
煤层硬度f
煤层厚度m
3.67
岩层硬度f
坚硬
岩层岩性
细～粉砂岩
浅灰色，中厚层状，脉状层理。
岩层厚度m
13
煤的自燃
Ⅱ级
自燃
绝对瓦斯涌出量∕m³
∕min
0.44
相对瓦斯涌出量∕m³
∕t
4.22
煤尘爆炸指数﹪
38.73
地温º
C
23
地质构造
本工程所在位置根据附近已掘巷道推断影响正常施工的地质构造存在可能性很小。
断层情况表
编号
断层名称
性质
走向
倾向
倾角
落差
对工程的影响
第四节：
水文地质
该区域地质情况清楚，无水害存在。
第三章巷道布置及支护说明
巷道布置
巷道布置：
该工程沿1#煤施工水仓，其它均在其顶板内施工，按技术部门标定的中腰线进行。
支护设计
、巷道断面形状及规格：
根据矿压对附近已掘巷道变形量分析顶、帮压力不大，但考虑到本工程服务时间长。
因此确定岩石内施工巷道为半圆拱形，沿煤顶板巷道施工为矩形。
中央变电所泵房拱形断面，宽×
高（净）=3.6×
3.0m，S净＝9.4㎡；
管子道拱形断面，宽×
高（净）=1.8×
1.8m，S净＝2.7㎡；
水仓矩形断面，宽×
高（净）=3.0×
2.8m，S净＝8.4㎡；
水仓配水巷拱形断面，宽×
吸水小井矩形断面，宽×
高（净）=1.2×
1.2m，S净＝1.44㎡。
、支护形式
（一）、永久支护
支护形式：
中央变电所泵房、水仓配水巷采用砖砌碹支护，壁厚370㎜；
水仓、管子道采用锚网支护；
吸水小井采用混凝土砌筑，壁厚300㎜。
（二）锚杆支护参数计算：
1、顶锚杆参数设计
（1）锚杆长度：
顶板两侧锚杆长度的确定原则是：
使其锚固端投影伸入两帮煤帮内0.5m以上，以保证锚杆受力有效传递到两帮煤（岩）体中，从而实现巷道顶部载荷向两帮转移，按下列式计算：
L=（L1+L2）/cosβ+L3+L4
式中：
L为倾斜锚杆长度；
L1—要求锚固端水平投影伸入煤体内的距离，取550mm；
L2—倾斜锚杆下端到煤壁的水平距离，取150mm；
β—倾斜锚杆与水平面夹角，取β≥60°
；
L3—额定锚固长度，取500mm；
L4—锚杆外露长度，取70mm；
所以L=（550+100）/cos60°
+500+70=1870mm，取L=2.0m，为便于井下施工，取中间垂直锚杆长度均为2.0m。
（2）锚杆树脂药卷数量：
由n=Lg（R2-r2）/（r2×
Ly）
n—每孔需锚固剂数量；
Lg—加长锚固锚固剂填充长度，取1400mm；
Ly—一支锚固剂长度，取350mm；
R—锚孔半径，取14mm；
R—锚固剂半径，取11.5mm；
所以n=1400×
（142-11.52）/（11.52×
350）=1.9卷
考虑锚杆快速安装工艺要求，选用MSCK2335树脂锚固剂两卷。
（3）顶锚杆直径：
根据锚杆支护“三径”匹配原则，杆体直径取20mm，杆体为高强度圆钢材料，其破断力为228KN。
校核锚杆的锚固力P锚为：
P锚=δ′·
π·
φ空·
L锚
φ空—锚杆孔直径，取28mm；
δ′—锚固剂与孔壁间的粘结强度，取2.0MPa；
L锚—每锚杆孔内锚固剂数量；
所以P固=δ′·
L锚=2000×
π×
0.028×
1.9=334KN
（4）锚杆间排距:
①锚杆间距:
由于1#煤顶板为灰白色、中厚层状、脉状层理、坚硬，且沿顶掘进锚杆支护。
结合巷道规格确定锚杆间距为700mm。
②锚杆排距：
D=Nn/2K×
R×
L×
L4；
n—顶板每排锚杆数，5根；
N—每根锚杆的锚固力，取锚杆屈服载荷152KN；
k—安全系数，取3；
L—巷宽之半取2.0m；
R—顶板岩层容重，取30KN/m3；
L4—锚孔深度，取2.0m；
所以D=（5×
152）/（2×
3×
30×
2.0×
2.0）=1.05m
为安全起见和方便生产管理，取D=0.8m。
2、帮锚杆参数设计：
（1）帮锚杆长度：
L=L1+L2+L3
L1—两帮松塌区宽度取0.6m
L2—帮锚杆伸出潜在松塌区的额定锚固长度，取0.8m
L3—帮锚杆外露长度，取0.15m
所以L=0.6+0.8+0.15=1.55m考虑煤体的挤压破坏范围及相同条件下的经验，为安全起见，取1.8m。
（2）帮锚杆间距及排距：
锚杆间距D≤（L帮-L3）/2=0.825m
为满足均匀压缩带即“挡固墙层”有一定厚度和强度的要求，则锚杆间距，取0.8m，为方便施工，帮锚杆排距，取0.8m，即每帮打3根。
根据以上参数计算确定支护材料及使用布置要求如下：
顶锚杆采用∮18mm长2000mm的普通钢筋锚杆，锚杆排间距为700×
800mm；
帮锚杆采用∮18mm长1800mm的普通钢筋锚杆，排间距为800×
800mm，顶、帮锚杆均为点锚，锚杆托盘采用200×
200×
80mm的木托盘及等强铁托板；
锚网采用900×
3000mm的金属菱形网；
锚索为∮15.24mm长7m的钢绞线，五花布置，间排距900×
1300mm，锚索托板采用两块等强度的铁托板，小的规格为：
150×
8㎜，大的规格为400×
400×
10㎜。
顶板破碎及顶板压力增大时要补打点锚杆进行补强。
树脂锚固剂采用MSCK2335，其中帮锚杆使用一卷，顶锚杆使用两卷，锚索使用三卷。
支护工艺
（锚网支护巷道）
一、支护工艺
支护工艺流程：
敲帮问顶——临时支护——铺顶网——前移前探梁——联网、打顶帮锚杆。
1、采用前探梁做为临时支护。
前探梁采用两根长3.5m（间距1.6m）、直径2.0吋的钢管，穿于直径3.0吋×
150的钢管中固定在顶锚杆上，前头挑起托住顶网，后头用优质木块和木楔子背紧背牢。
前探梁必须跟头使用。
2、顶板破碎时，打设超前锚杆作超前临时支护。
3、放炮通风后，支护前先敲帮问顶打掉浮石、活矸，然后用中线检查巷道断面轮廓，用手镐将顶帮找平找直，符合设计要求后，找出上一排锚杆位置，从正顶处开始按700×
800㎜的间排距布置顶锚杆，由外向里打一锚杆眼，安装一锚杆，锚杆与巷道轮廓线垂直或角度不小于750（亲口处顶锚杆除外）。
4、顶锚杆安装操作时，装MSCK2335两卷，用预先上好托盘、螺母（螺母应放在搅拌销的上方）的锚杆将药卷送入锚杆眼内，上好联接套（搅拌销卡在联接套内），升起锚杆机搅拌20～25秒（其中保证快速搅拌10秒）达到要求外露的长度时停钻，风钻的风量开到最大位置，等待60秒，药卷凝固后，退下锚杆机取下搅拌销再升起锚杆机，上紧螺母。
若不凝固要立即停钻，再等几秒后上紧螺母，以保证其固化效果。
5、帮锚杆安装时，先用手镐（或风镐）找平煤壁，以保证木托板最大面积紧贴煤壁。
将1根MSCK2335型药卷用锚杆将其送入眼底，用搅拌安装器搅拌25～30秒，180秒初凝后卸下搅拌安装器，再用加长搬手上紧螺母。
6、工作面控顶距
最大控顶距1.8m，即放一茬炮支护两排锚杆。
7、支护设备
选用风动锚杆机，B19钻杆或∮26×
1800小麻花钻杆配合φ28钻头打顶帮锚杆眼。
安全技术措施：
（1）顶锚杆安装前，必须首先敲帮问顶。
敲帮问顶工作要由两人配合，班组长负责，站在完好支护下，一人观顶，一人用长柄工具进行，及时找掉顶帮活碴、活煤，排除迎头安全隐患。
（2）使用前探梁时，应把顶网放在前探梁的上方，前移前探梁到规定的位置，用优质木块、木楔背紧前探梁后面，使前探梁前部顶紧顶牢顶网。
（3）前探梁使好后，应及时联网、打锚杆，严禁人员站在空顶下或空帮下以及超出迎头顶网下作业。
（4）顶锚杆施工时应先打中间锚杆孔，安装好锚杆，接着打两边锚杆孔和其它锚杆孔，并安装好锚杆，锚杆施工由外向里逐排进行。
（5）在顶板完整、压力不大的情况下，帮锚杆距迎头最大距离不超过3.0m；
如顶板破碎、有伪顶或顶、帮压力较大时，帮锚杆必须跟头。
（6）联网及打锚杆时应严格按《规程》要求的质量安装，保证联网及锚杆角度，不得出现失效及不合格锚杆。
（7）锚杆安装要用快速安装工艺，拧紧螺母，严禁杜绝二次搅拌现象。
（8）巷道片帮不超过300mm，超过之后应补打点锚杆加强支护。
（9）对巷道内的锚杆每隔一定时间要进行巡回检查，顶、帮失效锚杆及时进行处理，不得使用支护锚杆起吊重物。
二、质量要求
（1）锚杆
①安装牢固，托盘紧贴壁面，未接触部位必须用板皮或塘材背紧背牢。
②锚固力：
顶锚杆100KN（25MPa），帮锚杆60KN（15MPa）。
预紧力：
顶锚杆预紧力矩不小于150Nm,帮锚杆预紧力矩不小于100Nm。
③螺母必须上满上紧，紧固有效。
④锚杆方向与顶帮垂直，允许偏差15°
。
⑤锚杆头露出螺母长度不大于50mm，不少于3个丝扣。
若因片帮或掉碴造成外露超长时，帮锚杆可再加一个木托板。
⑥锚杆间排距，允许偏差±
100mm。
（2）锚索
①锚索方向与顶板垂直，允许偏差2°
～3°
②锚索外露长度不大于300mm。
③锚索托板必须紧贴顶网，初预紧力大于等于40KN（压力表读数10MPa），张拉力大于等于120KN（压力表读数30MPa）。
④锚索排距，允许偏差±
（3）联网
①网与网之间搭接宽度100mm。
②网片之间用16＃铅丝双道交错联接，间距200mm，铅丝必须拧紧。
（4）巷道方向及高度要求
巷道中线至一帮距离偏差-50～+200mm；
巷道高度偏差顶底-50～+250mm。
（砌碹支护巷道）
敲帮问顶——临时支护——砌墙——砌碹
1、采用木点柱配板梁做为临时支护。
柱窝坐实、柱头用木楔背牢。
2、放炮通风后，首先在临时支护下两人配合进行敲帮问顶，一人观察、一人负责打掉浮石、活矸，然后用中线检查巷道断面宽度，符合设计要求后，出碴砌墙；
顶部放炮通风后，重新进行敲帮问顶程序，检查顶部轮廓符合要求后，砌碹。
3、工作面控顶距
最大控顶距1.5m。
巷道支护断面图
第四章施工工艺
施工方法
巷道采用钻眼爆破法掘进，一次成巷。
巷道施工方式为掘进与支护顺序作业，人工装碴、绞车矿车运输。
钻爆工艺流程：
钻眼前准备—钻眼—检查瓦斯—装药连线—检查瓦斯—撤人放警戒—爆破—检查瓦斯及爆破效果—洒水消尘、维护顶板—临时支护—出煤（碴）—锚顶（砌墙）—（顶部钻眼前准备—钻眼—检查瓦斯—装药连线—检查瓦斯—撤人放警戒—爆破—检查瓦斯及爆破效果—洒水消尘、维护顶板—临时支护—砌碹）—锚帮—（出碴）清理
凿煤（岩）方式
利用风动工具人工钻眼的凿煤（岩）方式。
要求：
1、钻眼前，必须详细检查迎头10M范围内的支护，发现问题及时处理。
2、必须依据中线在工作面按炮眼布置图标定眼位。
3、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残炮眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。
爆破作业
根据所掘巷道的实际情况，按照合理布置炮眼，合理装药，不放大炮的原则，采用全断面顺序爆破；
爆破器材为ZMB—100型发爆器，３＃煤矿许用安全炸药，毫秒延期电雷管。
炮眼布置图及爆破说明书
（水仓锚网支护巷道）爆 破 参 数 表
眼号
炮眼名称
炮眼深度（m）
炮眼长度（m）
装药量
角度
爆破顺序
联线
方式
眼（卷）
小计（卷）
分段药量（kg）
水平（°
）
垂直（°
1~6
掏槽眼
1.7
1.75
5
30
4.5
77°
Ⅰ
串
联
7~13
辅助眼
1.5
4
28
4.2
Ⅱ
14~17
帮眼
3
24
6.3
81°
Ⅲ
18~21
22~25
顶眼
12
83°
26、27
顶角眼
6
28~31
底眼
16
3.6
84°
Ⅳ
22、33
底角眼
1.52
8
合计
18.6kg
（中央变电所泵房砌碹巷道）
爆 破 参 数 表
36
5.4
7~18
48
7.2
19~40
2
44
6.6
41~58
周边眼
82°
59~69
底眼
1.5
33
4.95
Ⅴ
29.55kg
1、爆破要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。
2、爆破采用先拉槽后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式连线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用安全炸药，每眼使用2个水炮泥。
3、爆破前班长必须派专人在通往爆破点和贯通点的各个路口躲炮距离外安全有掩护的地点设置警戒。
每一警戒点搁2人放警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知已设好警戒，只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除的命令后才能撤警戒。
装载与运输
采用人工装载、矿车运输。
装载设备运输方式表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定方式
运输方式
运输距离
备注
1
V型翻斗车
管线敷设
风筒与风水管挂在同一侧，风筒高于风水管逢环必挂，各类电缆悬挂另一侧并用专用软绳吊挂平直。
管线敷设方法表
名 称
规格型号
单 位
与工作面距离
吊挂方式
风筒
∮400
风管
∮50
M
20
水管
电缆
35㎜²
100
设备及工具配备
设备及工具配备表
设备工具名称
单位
风煤钻
MQS40
台
风镐
G10
控制开关
BQD—80
馈电开关
DW80—400
综保
BZZ—4
压入式风机
7
锚杆钻机
MQT—70C
电话
部
9
铁锹
把
10
手镐
11
张拉泵
LC280
大锤
设备检修制度
（1）跟班电钳工必须经过专业培训，由有合格证的人员担任。
（2）跟班电钳工要对本班设备进行维修，保证生产顺利进行。
（3）大班电钳工每天抽出一定时间，在不影响生产的情况下，对设备进行检修，损坏的设备需及时更换或维修。
使设备经常处于完好状态，严禁失爆设备。
（4）严格执行设备的“班、日、旬、月”等检修制度。
第五章生产系统
通风
一、通风方式
采用局部通风机压入式通风。
二、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算Q1=100ｑｋ=100×
0.44×
1.5=66m³
／min
Q1———掘进工作面实际需要风量m³
100——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1﹪的换算值，
ｑ——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量m³
ｋ——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测结果确定，一般可取1.5～2.0
2、按工作面同时工作的最多人数计算风量（即交接班时）
Q2=4N=4×
16=64m³
N——工作面同时工作的最多人数，
3、按局部通风机的实际吸风量计算
Q3=Q局I=200×
1=200m³
Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m³
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
4、按一次最大炸药使用量计算风量
Q4=25A=25×
7.2=180m³
A—每次最大炸药消耗量，A=7.2㎏
5、确定需要的配风量
Q=200m³
通过以上计算，工作面风量不低于200m³
／min，故选用2×
5.5KW对旋风机供风，吸风量160～240m³
／min，平均200m³
／min。
三、掘进工作面风量验算
1、按工作面最低风速验算风量
Q1=60SVmin=60×
8.4×
0.25=126m³
S——工作面净断面积，S=8.4㎡
Vmin——工作面最低风速，Vmin=0.25m³
2、按工作面最高风速验算风量
Q2=60Vmax=60×
4=2016m³
S——工作面净断面积，
Vmax——工作面最高风速，Vmax=4m／s
3、按掘进工作面温度和炸药量验算
炸药量（Kg）
＜5
5～20
＞20
温度
（℃）
6以下
16～22
23～26
16以下
需要风
（m³
／min）
40
50
60
80
四、局部通风机选型及安装地点和要求
根据以上计算，工作面风量为200m³
选用2×
5.5KW对旋局部通风机一台，风筒直径400㎜.
1、局部通风机安装地点：
局部通风机安装在进风巷内，距回风口不少于10米的进风处。
2、局部通风机安装要求：
（1）风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上，距底板不少于300㎜.
（2）风机开关必须上架，风筒距巷道迎头最大距离（煤巷）不超过5米，岩巷不超过10米。
（3）局部通风机必须挂牌管理专人负责。
（4）风筒吊挂在顶板上，风筒要求逢环必挂，吊挂平直，不出现拐死弯现象，损坏的风筒应及时修补或更换。
（5）风机必须安装风电和瓦斯电闭锁，严禁设备失爆。
（6）因停电、检修等原因造成停风时，不能马上恢复通风时，必须立即撤出人员，将详情汇报井口值班室。
恢复通风工作必须由通风专业人员进行，施工人员听从指挥，未经瓦斯员同意，，任何人禁止进入工作地点。
（7）掘进工作面瓦斯超限时，瓦斯员及时通知班长，立即将所有人员撤到有新鲜风流的巷道中，并严格按《煤矿安全规程》第129、141条规定进行处理，安全后方可施工。
压风系统
副井地面压风机站—副井筒—轨道大巷—西翼轨道下山—工作面
综合防尘
综合防尘水源来自回风井地面储水池，通过主管道直通井下，然后由2吋分管至工作面，采用湿式钻眼、水炮泥封填、爆破喷雾、冲洗岩帮等综合防尘措施。
防灭火
水仓所在1#煤具有自燃发火倾向，煤层自燃发火等级为Ⅱ级自燃。
如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先
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