平峒41103外运巷进风通道掘进作业规程文档格式.docx
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第七章运输系统·
17
第八章供电系统·
第九章通讯系统·
18
第十章安全技术组织措施·
第十一章过断层、破碎带措施·
37
第十二章通风系统及避灾路线·
会审意见
会审时间：
2009年5月1日16：
00
会审地点：
总工程师办公室
主持人：
邢玉涛
参加人员：
马安雄掘进矿长：
余国勇
技术科:
周洪应安检科:
马关卫
地测科:
张均柱机电科:
冯思诚
通风工区:
梅世栋掘进二工区:
亓传军韩红华
内容：
1、地测科必须编制巷道预想剖面图及钻探设计图，以便探清煤层、瓦斯赋存情况，便于采取相应的揭煤措施。
2、根据地测科提供的资料，在巷道迎头距煤层5m（垂距）时，由通风工区编制测定瓦斯压力的钻孔设计及预抽揭煤区域内的瓦斯钻孔设计。
3、施工单位严格按照地测科提供的控制距离进行施工，在巷道迎头距煤层5m（垂距）时必须立即停头。
严禁超掘。
抽采工区必须在施工单位停头后，立即进钻，按照通风工区的钻孔设计进行施工。
4、地测科根据抽采工区的打钻成果及时进行分析，编制钻孔施工成果图。
5、通风工区根据地测科提供的钻孔施工成果图，编制揭煤方案及采取防治煤与瓦斯突出措施。
6、技术科根据地测科、通风工区及抽采工区提供的资料编制揭煤措施。
第一章概况
P41103外运巷进风通道设计从P41103集运巷17#导线点往南54m为开门中以269°
（真）方位,按-2°
的坡度掘至C409煤层底板，总工程量为（中-中）47m。
竣工后作为P41103外运巷的回风、运输用。
为确保施工安全及施工质量，特编制此作业规程指导施工。
第二章地质说明书
一、巷道位置
该巷道位于平四采区南翼，西至P41103外运巷（设计位置），东至P41103集运巷，巷道水平标高约为+1650m～+1651m。
二、巷道周围开采情况
该巷道周围均受采动影响。
该巷道顶部有2018工作面采空区、20110工作面采空区、20812工作面采空区。
倾斜上方为P41101综放工作面采空区。
三、地面建筑物和地形
地表无建筑物。
地表为山岭地带，地表标高+2130～+2100m，与地表最小高差为429m，最大高差为465m。
四、巷道顶底板情况
该巷道为穿层巷道，将依次穿过灰白色细砂岩、深灰色泥质粉砂岩、C409煤层。
附《煤岩柱状图》）
五、瓦斯、煤尘及自然发火情况
C409煤层为煤与瓦斯突出煤层。
该巷道为穿层巷道，在揭露C409煤层前，必须由地质部门根据上保护层卸压范围、临近层解放范围对该巷突出危险性进行预测。
技术科根据地质部门提供的瓦斯地质情况采取相应的揭煤措施，施工单位严格按揭煤措施组织施工。
在掘进期间，该巷必须加强防突管理。
C409煤层曾发生过煤层自燃现象，自然发火期为4～6个月。
根据煤科院重庆分院2003年11月对C409煤层的煤尘爆炸性鉴定结论为“有煤尘爆炸性”。
掘进期间需加强煤尘管理和防灭火工作。
六、地质构造
该巷道主要受一条正断层（断层落差为H=3.5m）及次生构造影响。
掘进期间须加强顶板管理工作。
七、水文地质
该巷道主要受断层裂隙水影响，掘进期间须加强防治水工作。
第三章施工方法和作业方式
一、施工方法：
采用普通爆破法掘进。
二、作业方式：
采用“三八”多循环作业制，打眼、装药、联线放炮、排烟、临时支护、出矸等单行作业为主，永久支护与清理、挖水沟平行作业为辅。
三、工艺流程图：
打眼→放炮→临时支护→
永久支护
↗↘
排矸交接班
↘↗
清理挖水沟
第四章掘进
一、巷道形状和尺寸及支护要求
1、巷道形状和断面尺寸
（1）、断面形状：
采用拱形断面；
（2）、断面尺寸：
净宽×
净高=3600mm×
3300mm。
2、巷道支护要求
（1）.工作面地质条件
岩层倾角13°
～15°
，顶板以深灰色泥质粉砂岩为主，厚度为3.5m，煤层抗压强度为2.0Mpa，岩层抗压强度为36Mpa，巷道埋深465ｍ。
（2）、工程已知条件
巷道埋深465ｍ；
巷道跨度B＝3.6ｍ，ｈ＝3.3ｍ；
巷道直接顶与巷道煤层厚度比N＝3.5/3.18＝1.1
（3）、围岩强度Rc
0.5R1H1+0.25R2H2+0.25R3H3
Rc＝ ＝4.075Mpa
H1+H2+H3
式中：
R1---直接顶抗压强度（36Mpa）
R2、R3---巷道两帮（4.0Mpa）及底板抗压强度（36Mpa）
H1、H2---分别是巷道直接顶板岩层与巷道高度，分别为3.5ｍ与3.3ｍ
H3---直接底板岩厚度1.2ｍ
（4）、松动圈D
B3.6
D＝0.2K lgH=0.2×
3.6lg465=1.81
Rc4.075
（5）、地压系数
B13.61
P＝ lgH+= lg436+＝3.31
RCN4.0751.1
（6）、锚杆支护参数
顶板锚杆长度L
L＝L1+D+L2＝0.1+1.81+0.5＝2.41
L1---锚杆外露长度。
取0.1ｍ；
L2---锚杆伸入松动圈外的长度，取0.5ｍ；
综合经验及计算，确定锚杆长度取2.5ｍ。
锚杆直径:
a1=p/（0.25pδ1）=20.0mm
式中P---单根锚杆的设计锚固力，110KN；
Pδ1---为螺纹钢的屈服强度，350Mpa
支护密度
Pｓ＝（K1Dｒｄ）/ｐ＝（3×
1.81×
1.4）/9＝0.845根/m2
式中：
Pｓ---支护密度
K1---安全系数，取3；
D---松动圈厚度，1.81ｍ；
ｒｄ---顶板岩石容重，1.4ｔ/ｍ3
锚杆排距取0.8ｍ，所以其间距ａ为
ａ＝1/0.8＝1.25ｍ
由此确定锚杆间排距为800ｍｍ×
800ｍｍ
（7）、锚杆锚固长度及药卷数量
ｌ2＝P/（ｄηp）＝5000/（27×
3.14×
0.12）＝491ｍｍ
P---锚杆设计锚固力，5ｔ；
ｄ---锚杆孔径，27ｍｍ；
P---树脂与岩体粘结强度，12Kｇ/㎝²
；
计算表明，采用2根直径23ｍｍ，长度为350ｍｍ的药卷可满足要求。
（8）、根据该岩层支护的成功经验及计算，采用锚杆+锚索+钢筋网联合支护。
锚索间排距为1600mm×
800mm，锚杆间排距为800mm×
800mm；
锚索规格为Φ15.24mm、L＝6300mm，树脂锚杆规格为Φ20mm、L＝2500mm；
树脂锚杆每眼用2节药卷，锚索每眼用3节药卷，药卷型号为K2335，规格为Ф23mm×
350mm。
锚索为叉花布置，即第一排为3根，第二排为2根。
详见支护断面图。
（9）、锚杆布置必须横成排、纵成线，锚杆托板必须紧贴岩面，螺帽拧紧，严禁松动。
锚杆与巷道轮廓线或岩面的夹角大于等于75°
，锚索及时拉紧，钢筋网逢钩必联。
（10）、喷浆的砂浆配合比为：
水泥：
砂子=1：
2.9（体积比），喷浆的厚度为100mm。
3、临时支护：
采用带帽木点柱进行临时支护。
木点柱采用Φ>
200mm以上长度适宜的优质圆木打设，木点柱打设在距巷道中心线各0.8m处的巷道内，木点柱打设2根。
4、临时支护与永久支护关系
临时支护必须紧跟掘进工作面，当临时支护≥0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。
附图：
永久支护与临时支护关系示意图
二、掘进方式
采用普通爆破法进行施工。
1、打眼：
岩石部分采用风钻打眼，煤层部分采用煤电钻打眼。
2、爆破：
炸药和雷管的选择见爆破说明书。
选用煤矿许用三级乳化炸药和毫秒延期电雷管进行爆破。
1:
50炮眼布置图及爆破说明书
爆破工艺流程：
做引药→检查瓦斯→装药→封泥→连线→警戒→检查瓦斯→爆破→爆破后检查瓦斯、支护→处理拒爆、残爆。
3、装药联线：
采用正向装药，正向起爆。
联线方式：
串联。
最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒。
装药结构示意图
4、起爆电阻计算：
R线=ρL/S=0.189×
300/（2×
0.75）=37.8（Ω）
R=R线+nR雷管=37.8+53×
6=355.8（Ω）
R---总电阻R线---放炮线电阻
R雷管---雷管电阻n---炮眼个数ρ---放炮线电阻系数
L---放炮线长度S---放炮线横断面积
选用MFd-200型发爆器起爆，根据MFd-200型发爆器的技术参数：
允许最大负载电阻为1220Ω、引爆能力为200发，R=355.8（Ω）＜1220（Ω），采用MFd-200型发爆器可满足要求。
三、扒装运输：
迎头采用人工攉入420溜子→P41103集回巷1T矿车→P41101材料道固定溜→P41101运输巷固定溜→平二片口运输石门皮带→原煤系统。
四、其它生产辅助系统
1、供水、防尘系统：
由地面净水站4″管→平四采加压泵水池4″管→平四采总回通道4″管→三采轨道上山水池6″管→平四采总回4″管→二片口轨道石门4″管→P41101材料道4″管变2″管子→P41103集回巷2″管子到施工地点。
2、压风（自救）系统：
由地面压风机8"
管→1700大巷6"
管→平四采总回6"
管→平二片口轨道石门4"
管→P41101材料道2″管→P41103集回巷2″管子到施工地点，起爆位置必须安设一组压风自救袋，压风自救袋为15个。
巷道每隔50米甩一个三通，并按规定安设一组压风自救袋，每组不少于5个。
压风自救系统必须保持完好，有压风、且开关阀门灵活可靠，出现停风或压风自救系统不齐全时，必须停止作业，撤出人员。
供电系统：
见供电系统图。
通风系统：
见通风系统图。
安全监测系统：
见安全监测系统图。
第五章图表
1、劳动组织配备表
（揭煤前）
班次
工种
在 册
出 勤
备注
夜班
早班
中班
合计
打眼工
喷
浆
２
６
１
３
支护工
21
放炮工
机电工
扒矸机司机
2
1
3
瓦检员
安检员
合 计
１7
51
12
36
（揭煤后）
班次 工种
9
溜子司机
１４
４２
９
２７
2、循环作业图表
3、主要技术经济指标表
（锚网喷）
序号
项目
单位
数量
巷道类别
回采
锚杆消耗
根/m
6.875
巷道方位
2760（真）
锚索消耗
3.125
巷道坡度
-90
锚索托板消耗
块/m
巷道长度
m
55.3
14
钢筋网消耗
8
巷道净断面
㎡
10.48
15
锚固剂消耗
只/m
23.125
巷道荒断面
11.36
16
炸药消耗
kg/m
11.625
支护方式
锚网喷
雷管消耗
个/m
33.125
单循环进度
1.6
出勤人数
人/天
27
循环个数
个/天
19
开工日期
09年4月30日
10
循环进度
m/天
3.2
20
完工日期
2009年5月
（U+网+喷浆）
U型棚消耗
棚/m
1.25
276
板皮消耗
45
半圆木消耗
m3/m
0.12
10.5
拉杆消耗
棵/m
3.75
12.65
U+网+喷浆
2009年4月30日
第六章通风、瓦斯、防尘和防灭火
1、工作面所需风量计算和风机选择
1、
按瓦斯涌出量计算
Q=100·
Q掘·
Kb/C=100·
（q3+q4）·
[D·
V·
q0·
（2
）+s·
（W0-Wc）]·
{D·
0.026[0.004（Vr）2+0.16]/W0·
（W0-Wc）}·
Kb/C=121.98m³
/min
Q—工作面所需风量，m³
Q掘—工作面瓦斯绝对涌出量，m³
q3—工作面煤壁瓦斯绝对涌出量，m³
q4—工作面落煤瓦斯绝对涌出量，m³
D---巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m；
对于薄及中厚煤层，D=2m0,m0为开采煤层厚度；
对于厚煤层，D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度；
取10.2m
V---巷道平均掘进速度，0.002222222m/min;
L---巷道长度，55.3m；
q0---煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·
min）
Vr—煤中挥发分含量，%；
根据通风工区提供资料取25.05%
W0—煤层原始瓦斯含量，m3/t；
根据通风工区提供资料取12.01m3/t
s—掘进巷道断面积，11.36m2；
—煤的密度，t/m3；
取1.4t/m3
Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，根据通风工区提供资料取2m3/t
Kb—瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.8
C—瓦斯浓度按0.8%管理。
根据汪家寨煤矿最长风筒百m漏风率为2%，按工作面所需最大风量及600ｍ风筒计算掘进工作面配风量为：
2%×
6×
582+121.98＝191.82m³
/min。
根据以上计算，本掘进工作面所需风量为191.82m³
/min，使用2×
30kw风机向迎头供风，风筒选用ø
800mm的胶质阻燃风筒，实际风机配风量为582m³
大于191.82m³
/min满足需风要求。
施工中根据瓦斯涌出的变化情况调整配风量。
3、风速验算：
V=Q/60S=582/（60×
11.36）=0.854m/s
由于风速在0.25m/s＜V＜4m/s之内，所以风速满足通风需要。
4、风机安装位置：
风机安装在P41101运输巷防突风门进风侧。
通风系统及通风设施布置图
二、瓦斯安全监测布置
在距迎头≤5m处安设一台KG9001-B型瓦斯传感器T1，报警值≥0.8%，断电值≥1.0%，复电值＜0.8%；
在P41103集回巷与P41101材料道交岔点往南10～15m的P41103集回巷内安设一台KG9001-B型瓦斯传感器T2，报警值≥0.8%，断电值≥1.0%，复电值<
0.8%；
在P41103集回巷与P41101材料道交岔点往北10～15m的P41101材料道内安设一台KG9001-B型瓦斯传感器T3，报警值≥１%；
T1、T2断电范围为P41103外运巷进风通道及其回风流内一切非本质安全型电气设备，只有瓦斯浓度＜0.8%时方可送电。
T3不断电，作为排放瓦斯用。
安全监控装置图
三、通风、瓦斯管理
1、通风工区必须每班安设专职瓦检员检查迎头、回风流以及风机附近前后10m范围内的瓦斯情况。
2、必须加强通风管理，保证迎头足够的风量，风筒接头必须严密，严禁漏风，风筒吊挂必须平直，通风工区每班对风筒进行检查和维护。
3、压风自救系统必须保持完好，有压风、且开关阀门灵活可靠，出现停风或压风自救系统不齐全时，必须停止作业，撤出人员。
4、入井的矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工必须随身携带便携式瓦检仪并打开，严禁关闭。
四、防尘、供水管理
1、装药时必须使用两节水炮泥。
2、放炮前应对工作面30m范围内的巷道周边进行冲洗。
3、必须安设三组防尘喷雾，第一组在距迎头10m～15m安装压气喷雾器，放炮时第一组喷雾压力不得小于8Mpa；
第二组距第一组20m～30m的P41103外运巷进风通道内；
第三组安设在距P41103外运巷进风通道迎头50m～80m的P41103集回巷内内。
水幕设施必须完好，开启水幕时必须能覆盖巷道全断面。
4、放炮时必须开启水幕。
放炮后，在装煤（矸）前必须对距迎头30m范围内的巷道周边和装煤（矸）堆洒水，在装煤（矸）过程中边装边洒水降尘，防止粉尘飞扬。
每部溜子机头处必须安设一组喷雾，喷头不得少于2个。
5、巷道每周至少冲洗一次，必要时随时冲洗，保证巷道清洁，防止粉尘堆积。
五、防灭火、隔爆措施
1、加强电气设备的检查和维护，严禁带电检修和搬迁电器设备，电器设备严禁有失爆现象。
迎头配备好4个灭火器，挂在距迎头30m处。
2、通风工区监测工在P41103集回巷内安设温度传感器,温度传感器和瓦斯传感器T2的安装位置相同，温度传感器的报警值为26º
C。
3、监测信号必须在监测屏幕上显示，监测中心值班人员必须经常注意监测屏幕上的监测情况，出现异常时必须立即向矿调度及通风工区汇报，通风工区调度员必须立即调查清楚原因，采取措施进行处理，并向矿调度汇报。
4、监测工必须每天对瓦斯监测探头进行维护，保证监测探头灵敏、准确、可靠。
安全监控系统出现故障时，必须待安全监控系统恢复正常后方可恢复掘进。
5、掘进过程中，当出现火情时，现场人员应采取一切尽可能的办法灭火，如火势大，无法直接扑灭时，应立即将灾害影响范围内的人员撤出，并向矿调度汇报，矿调度按《汪家寨煤矿灾害预防与处理计划》组织抢险救灾。
6、隔爆水袋安设在距离迎头60m～200m位置，随工作面掘进向前移动，隔爆水袋数量按200L/m2巷道布置。
总需水量为2096L，需布置53个隔爆水袋，每个水袋装水量为40L。
7、隔爆水袋必须吊挂在专门的支架上，水袋吊挂必须使用专门的水袋挂钩，不能用铁丝捆绑代替。
见防尘供水系统图
第七章运输系统
一、运料路线：
地面（电机车运输）→1700大巷（电机车运输）→平四采上部车场（绞车提升）→平二片口车场（电机车运输）→平二片口轨道石门（人工运输）→P41101材料道（人工运输）→P41103集回巷（人工运输、绞车提升、人工运输）→迎头。
2、运煤路线：
迎头（溜子）→P41103集回巷（人工运输、绞车提升、人工运输）→P41101材料道（固定溜）→P41101运输巷（固定溜）→平二片口运输石门（皮带）→平四采皮带机下山（皮带）→平四采煤仓→1700大巷（电机车运输）→地面（电机车运输）→翻笼→汪选原煤系统。
第八章供电系统
一、由平四采二片口变电所向该掘进工作面供电。
风机按双风机、双电源进行供电。
并使用变频调速装置。
二、耗电量：
2×
30KW风机一台、40KW溜子三台、11.4KW绞车两台、25KW绞车一台、JBT-4型煤电钻（1.2KW）一台、QFZ—2.2轻便型防突钻机（2.2KW）一台、4KW潜泵一台、30KW加压泵一台，5.5
kw
喷浆机一台。
总负荷：
270.7kw。
供电系统图
第九章通讯系统
一、采用平四采二片口配电所电话与调度、施工单位及其它单位进行联系。
二、通讯系统图
矿调度8176039
平四采二片口配电所电话（36006）掘进二工区8176135（38001）
其它单位
第十章 安全技术组织措施
一、现场交接班和工程质量验收制度
1、严格执行现场交接班制度，现场交接班必须由班长与班长相互签字执行，其他人员严禁进入施工地点，交班前位于P41101运巷防突风门进风侧。
只有等交接清楚后才能由班长通知其他人员进入施工地点作业。
2、现场交接班时，交班方的班长必须将本班的进尺、工具、质量、运输、机电设备的运转情况及留下的安全隐患向接班方交接清楚，接班方接班后必须先处理交班方留下的安全隐患，当安全隐患处理完毕后方可施工迎头。
3、验
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