21010风巷掘进工作面作业规1.docx
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21010风巷掘进工作面作业规1
ZPNHJT—LIYUANKUANG-NZJ
中平能化集团梨园矿宁庄井
井巷施工作业规程
巷道名称:
二1-21010风巷
编制单位:
宁庄井技术部
技术负责人:
薛青杰
施工队长:
张留兴
编制日期:
2010年6月10日
宁庄井会审情况
工程名称：
宁庄井二1—21010工作面风巷作业规程
单位
签名
时间
意见
单位
签名
时间
意见
施工队
井监控室
开拓部
开拓井长
调度室
生产井长
技术部
安全井长
安通部
机电井长
机运部
井总工程师
备注：
梨园矿会审签字表
工程名称：
宁庄井二1—21010工作面风巷作业规程
单位
签名
时间
意见
单位
签名
时间
意见
开拓科
监控中心
通风科
综机副总
调度室
机电副总
机电科
生产副总
地测科
通风副总
总办室
安全副总
安检科
总工程师
备注：
目录
第一章工程概况------------------------------------5
第二章地质情况概述------------------------------6
第三章巷道支护说明--------------------------------8
第一节巷道压力情况-------------------------8
第二节支护形式-----------------------------8
第三节支护规格-----------------------------8
第四节巷道支护及各种管线设备吊挂布置图-----8
第五节巷道支护特征及每米巷道消耗量---------8
第四章施工方法及工作组织--------------------------9
第一节施工方法----------------------------9
第二节爆破说明书-------------------------10
第三节综掘劳动组织图表--------------------10
第四节综掘作业循环图表-------------------11
第五节炮掘劳动组织图表---------------------12
第六节炮掘作业循环图表---------------------12
第七节主要技术经济指标---------------------13
第五章局部通风系统设计--------------------------13
第一节局部通风系统-------------------------13
第二节通风路线说明-------------------------13
第三节风量计算-----------------------------14
第四节风机选型和风筒直径的选择-------------14
第五节局部通风方式-------------------------14
第六节局扇安设位置-------------------------14
第七节风筒吊挂标准-------------------------14
第八节瓦斯监控-----------------------------14
第六章机电运输系统及管理-------------------------16
第一节供电系统简述-------------------------17
第二节巷道供电设计-------------------------17
第三节运输系统-----------------------------18
第四节机电运输管理-------------------------19
第七章其它掘进辅助系统---------------------------21
第一节供水系统-----------------------------21
第二节排水系统-----------------------------21
第三节通讯系统-----------------------------21
第八章工程质量及文明生产标准---------------------22
第一节工程质量标准-------------------------22
第二节文明生产标准-------------------------22
第九章安全生产管理制度及安全生产技术措施---------23
第一节交接班制度---------------------------23
第二节工程质量管理-------------------------23
第三节巷道顶板管理-------------------------24
第四节巷道维修安全技术措施-----------------25
第五节一通三防及安全管理-------------------26
第六节安全监测系统及管理-------------------27
第七节爆破管理-----------------------------28
第八节防治水措施---------------------------29
第九节煤质管理措施-------------------------30
第十节抢险专用物料-------------------------30
第十一节安全装备系列化标准-----------------30
第十二节通风仪表管理-----------------------31
第十章避灾路线----------------------------------31
附一：
就地排放瓦斯措施----------------------32
附二:
防治水安全技术专项措施-----------------33
附三：
EBZ-160A型综掘机装卸及运输、操作、维护、保养
措施----------------------------------------36
附四:
综掘设备检修质量标准------------------41
第一章工程概况
序号
项目
内容说明
1
巷道布置
该巷开口于回风上山上平台，开口方位105°，先沿二2煤层平巷掘进60米，后调转方向以方位65°下山穿过二2煤底板，揭露二1煤后沿二1煤底板施工一直到达21010切眼预定位置。
总工程量：
710米（平面图见附图）
2
工期要求
预计2010年7月6日开工,2010年10月15日竣工
3
巷道用途
回采工作面回风、运输、行人
4
服务年限
工作面回采完毕（11个月）
5
工程量
710m
6
工程投资
7
工程结构
特点
该巷道位于二水平东翼上山采区东翼,北邻二1—21031采面，南邻二1—11100采面、东、西均为未开采井田，对应地面上无建筑物及水体，全为农田。
巷道基本沿二1煤层底板施工，共计710米，全部为煤巷，采用U29型钢半圆拱形单棚支护，其中风巷外段100米工程采用人工钻爆法掘进其它工程采用机掘。
8
巷道标高
井下标高：
+4.8m—+16.0m
井上标高：
+337.0—+365.3m
第二章地质情况概述
序
项目
内容说明
1
地质综合柱状图
见附图
2
地质预想剖面图
见附图
3
顶底板岩性描述
顶板岩性
泥岩2.3m、砂质泥岩1.2m
底板岩性
砂质泥岩4.87m、细砂岩9m
巷道所
处层位
该巷沿二1煤层顺层施工
4
煤层赋存条件
采区煤层瓦斯情况
相对涌出量4.56m3／t（全矿井）
绝对涌出量4.22m3／min（全矿井）
突出危险性
该巷道位于低瓦斯采区中，无突出危险性
煤尘
煤尘有爆炸性、煤尘爆炸系数为14.5—17.14%，煤层不易自燃。
地质构造
根据相关资料分析，本巷道在掘进过程中不会遇见大断层。
水文地质
施工中，二1煤底板下有灰岩含水层，但该工作面下部已布置了两个采面，均采用了疏水降压措施，底板灰岩含水水压已符合要求，依次推断该巷在施工中，如遇断层或裂隙，不排除会有少量水从底板裂隙中渗出，但不会对该工作面构成大的威胁，掘进施工时，排水管路和设备要到位。
第三章巷道支护说明书
一、巷道压力情况
该巷道在二1煤层内沿底板施工，巷道压力较稳定，该巷道埋藏较深，预计顶压和上帮侧压较大，要加强顶板管理。
二、支护形式（包括：
临时支护、永久支护）：
永久支护：
采用U29型钢半圆拱形单棚支护。
临时支护：
采用金属前探梁支护及防倒器。
三、支护规格：
1、临时支护：
前探支护采用铰接式前探梁，长度3.6m，两侧共用12个固定，防倒器采用金属链板及金属拉杆。
2、永久支护：
U29型钢半圆拱：
梁×腿=2.930m×2.925m、棚距为：
0.6m拱基宽（净）：
4.0m、半径（净）：
2.0m、中高（净）：
3.5m
四、巷道支护断面图及各种管线设备吊挂布置图（如下图）
1、支护说明：
采用U型钢单棚支护巷道净宽4.0m，中高3.5m，顶15、帮4根背板配ф4.2mm钢网、竹芭将帮顶打紧刹严，钢网搭接100mm,钢网每间隔200mm用13#铁丝连接，背板顶10块帮6块，要排列呈“一压二、二抬一”，且过梁过腿，严禁漏帮漏顶，柱窝0.2m，棚距0.6米，空顶距不得超过0.8m，巷道下帮铺设皮带，上帮铺设轨道。
U型钢巷道净断面12.43m2，毛断面15.25m2；要求每棚用2个链板，三根拉杆将施工好的相邻棚打紧打牢。
2、管线布置方式：
各种管路、线路应分层布置，悬挂地点牢固可靠，距轨面水平不低于1米，严禁管线间相互缠绕、搭接。
五、巷道支护特征及每米巷道消耗量
巷道断面特征及支护主要材料用量
巷道开口标高（m）
+10.0m
巷道终点标高（m）
+4.8m
巷道所处岩层
层位及岩性
巷道处于二1煤层中，二1煤顶板岩层较破碎，底板较坚硬。
掘进断面（m2）
15.25
净断面（m2）
12.43
每米支架数或体积
1.67架/m
名称
规格
单位
数量
钢网
（ф4.2）2100×700mm
片/米
6.1
背板
700×150×70㎜
块/米
36.7
链板
460×80×12mm
根/米
5
拉杆
480×ф20㎜
根/米
3.3
卡缆
9个/棚
个/米
15
第四章施工方法及工作组织
第一节施工方法
一、施工顺序
巷道开口支护必须用正规抬棚支护，风机需要重新安装,地点在轨道上山上平台处。
风机安装后接好风筒,经验收合格后,即可开工。
开口先以方位105°平巷施工外段60米，然后以方位65°下山施工，见二1煤后，沿二1煤底板继续向前施工直到切眼，该巷采用半圆拱形断面：
净宽4.0米×净高3.5米，棚距0.6米；其中风巷开口后100米工程人工钻爆法掘进，剩余610米综掘机施工。
二、施工方法
施工中采用正规循环作业，风巷前100米采用1.2千瓦煤电钻钻爆法掘进，后610米工程采用EBZ—160A型掘进机割煤掘进，掘支单行作业。
三、运输方式
出煤（矸）：
大部分由掘进机分截割头割煤，由扒爪扒入掘进机溜子，经掘进机转载机SED800/11G送入650皮带运出（小部分人工攉碴至掘进机溜子。
）至皮带上山→上仓皮带→主井底箕斗→主井→地面
运料：
地面→副井→东翼轨道大巷→轨道上山→21031机巷片盘→回风上山→掘进工作面。
四、施工工序
．交接班安全检查-------------开工准备-------------开机割煤出碴----------------------自检。
交接班安全检查→开工准备→开机割煤出碴→临时支护→推移前探梁背紧背牢→永久支护→自检（参数效验）→进入下一循环
五、工作制度
采用“三八”制循环作业。
每10天倒一次班（每月逢10号），逆倒班。
第二节爆破说明书
（风巷外段45米采用钻爆法施工，综掘机不用）
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
掘进断面
m2
15.25
1
工作面瓦斯情况
低
炮眼深度
m
0.8-1.0
2
雷管
个
51
炮眼数目
个
51
3
炸药
㎏
21.9
煤岩坚固性系数
f
2-5
1、爆破原始条件
2、炮眼布置及装药量
炮眼
名称
炮眼
深度（m）
炮眼
个数
炮眼角度
装药量kg
封泥
长度（m）
起爆
顺序
联线
方式
水平
垂直
掏槽眼
1.0
7
800
800
4.2
满
1
串并联
辅助眼
0.8
9
900
900
3.6
满
1
同上
二圈眼
0.8
9
900
900
3.6
满
1
同上
周边眼
0.8
19
900
900
5.7
满
1
同上
底眼
1.0
8
900
800
4.8
满
1
同上
合计
74.6
52
21.9
3、爆破指标
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
75
米巷药耗量
kg/m
27.4
每循环进尺
m
0.6
每循环眼总长
m
74.6
每循环实爆破煤体
m3
12.2
每立方耗雷管
个/m3
3.3
m3炸药消耗量
kg
1.43
米巷雷管耗量
个/m
63.75
装药结构说明：
反向装药
第三节、综掘劳动组织图表
工种
班
次
掘进机司机
直
接
工
辅
助
工
其中：
班长
合计
运输
司机
机电工
看风
机工
早班
3
8
9
2
1
1
1
25
中班
3
8
9
2
1
1
1
25
晚班
3
8
9
2
1
1
1
25
合计
9
24
27
6
3
3
3
75
第四节、综掘循环作业图表
时间安排
项目
时间
（min）
作业循环图时间（H）
1
2
3
4
5
6
7
8
交接班安检
10
开工准备
10
开机割煤出碴
30
临时支护
40
运料
60
支护
50
自检
10
第五节、炮掘劳动组织图表
直
接
工
（名）
辅
助
工
（名）
其中：
（名）
跟班工（班）长（名）
合计（名）
运输
司机
机电工
看
风
机
零点班
8
3
1
1
1
1
12
八点班
8
3
1
1
1
1
12
四点班
8
3
1
1
1
1
12
班
6
3
4
10
在册合计
24
15
6
3
3
3
46
第六节、炮掘循环作业图表
顺序
项目
单位
指标
顺序
项目
单位
指标
顺序
项目
单位
指标
1
在册
人数
人
60
5
月进度
米
150
9
矿工钢
根/米
1.7
2
出勤
人数
人
54
6
循环
进度
米/每班
1.2
10
U型钢
架/米
1.7
3
出勤率
﹪
90
7
炸药
消耗
Kg/米
27.4
11
背板
块/米
37
4
效率
米/日
6
8
雷管
消耗
个/米
63.7
12
钢网
㎡/米
8.2
第七节、主要技术经济指标表
第五章局部通风系统设计
一、局部通风系统（如下图）
二、通风路线说明
新风流路线：
地面→主、副井→东翼轨道大巷→轨道上山→21010风巷局部通风机→21010风巷
乏风流路线：
21010风巷掘进工作面→回风上山→专回平台→总回风巷→风井
三、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100KP=100×2.0×0.95=190m3/min式中：
Q—掘进风量K—瓦斯涌出不均衡系数,取2.0；
P—瓦斯绝对涌出量，取0.95m3/min（此值为掘进工作面绝对瓦斯涌出量）
2、按炸药最大使用量计算:
Q炸=25A=25×21.9=547m3/min
A为最大炸药量Kg
3、按人数计算:
Q人=4n=4×24=96m3/minN-掘进工作面同时工作的最多人数。
4、按风速进行验算：
60V×S掘≤Q掘≤60V×S掘
煤巷或半煤岩掘进工作面的最小风量Q掘≧15S掘=186.45m3/min
按最高风速验算，掘进工作面的最大风量Q掘≦240S掘=2983.2m3/min
式中S掘—掘进巷道的净断面积，m3
V—巷道允许的最低风速，m/s煤巷或半煤岩取0.25m/s
通过计算Q掘、Q炸、Q人风量与风速验算对比，取按最大炸药量使用计算风量547m3/min为掘进工作面需风量。
四、风机选型和风筒直径的选择
根据风量计算，掘进工作面配风量547m3/min，最后确定选用FBD-No.6.3/2×30千瓦局部通风机，其额定风量为650320m3/min，可以满足供风要求。
风筒直径采用∮1000mm的抗静电阻燃胶质风筒10米一节。
五、局部通风方式：
该巷采用局部压入式供风。
六、局扇安设位置
局部通风机和启动装置安装在采区轨道上山上平台的新鲜风流中，吸风侧全风压供风量不小于800m3/min。
七、风筒吊挂位置及风筒出风口距工作面的距离
风筒吊挂在巷道上帮距巷顶300mm处。
风筒出风口距工作面距离≯5米
八、瓦斯监测：
21010风巷掘进工作面掘进期间，在轨道上山2米车房设备道安装KJ70N监测分站一台、KDG2.5/127断电器2台、GFT127-1140-V馈电传感器2台，KGT9机电设备开停传感器4台，并在该掘进工作面内安装KGJ15低浓甲烷传感器2台（T1、T2）、当2台甲烷传感器中的任何一台瓦斯浓度≥0.8％CH4时，必须切断21010风巷掘进工作面所有非本质安全型电气设备。
安全监测设备安装应符合以下规定：
T1——距迎头不超过5米，T2——吊挂在回风流中距回风口10——15米，且T1、T2均距帮≮200vmm，距顶≯300mm，吊挂在风筒的对帮，瓦斯检测仪报警值：
0.5﹪，瓦斯检测仪断电值≥0.8﹪，复电浓度为＜0.75％CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
。
第六章机电运输系统及管理
一、供电系统及简述,供电设计依据
1、该迎头掘进施工中，生产用电经采区变电所高压供至液压绞车房移动变电站，然后向工作面供电，局部通风机由采区变电所风机专用变压器供电。
掘进工作面采用辐射式供电方式。
掘进机用变压器一次电压等级为6kV，二次电压为1200V,掘进工件面供电电源为1140V。
其他生产用变压器一次电压等级为6kV，二次电压为690V,掘进工件面供电电源为690V。
安装风电、瓦斯电闭锁装置，双风机双电源可自动切换。
电缆要吊挂整齐，电缆钩每3m一个，电缆的垂度不大于50mm。
总开关设有检漏继电器，对整个线路进行绝缘监视。
（附井下供电系统图）
2、工作面设备装机总容量616.9kW.
3、工作面设备以及供电电缆：
馈电开关KBZ-5001台
馈电开关KBZ-4001台
馈电开关KBZ-2001台
启动开关QBZ-807台
QBZN-801台QBZ-2001台
QBR-3151台ZBZ-2.5M1台
电缆MY3×35+1×10570m
MYP3×70800m
电器整定
主风机整定电流计算：
过载整定：
Iz=Ie=40A
短路整定：
电缆为MY3×35+1×10型阻燃电线长度570米
查表得两相短路电流为781A
最远端两相短路电流查表可知为:
Id2=100A
灵敏度系数：
K=Id2/Iz=781/100=7.81＞1.5符合要求
最小截面积：
Amin=1.15×781×0.45/145=2.79mm²<35mm²电缆选型合格。
生产线路整定电流计算
生产馈电过载整定：
Iz=Kx×∑Ie=0.9×100=90A取120A
短路整定：
选用电缆为MYP3×70+1×25800米
查表得最小两相短路电流为1439A，生产总馈电短路整定取270A。
灵敏度K=Id²/Id=1439/200=7.2>1.5合格
电缆截面积校验：
Amin=1.15×1439×0.45/145=5.14mm²<70mm²电缆选型合格
风机主电源由东翼上山采区变电所风机专线供给，备用电源及其
它设备供电可有其它配电点供电.
要求必须安装风电、瓦斯电闭锁装置，双风机双电源可自动切换。
二、巷道供电设计（见下图）
三、运输系统（小绞车选型）
1、基本参数
绞车提升斜长50m，倾角20度，担负该掘进面提矸运料任务，提升方式采用一吨固定箱式矿车提升，一次提升串车数一辆。
提升载荷最大1700kg（提矸），提升容器自重595kg（矿车自重）。
2、选型计算
（1）钢丝绳选型计算
钢丝绳端部荷重计算：
md=（m+mc）×（sinα+μ1cosα）
md钢丝绳端部荷重
m容器的载荷，即实际一次最大提升量1700Kg
mc容器（包括连接装置）的自重595Kg
μ1提升容器在斜坡运输道上运动的阻力系数，取0.01
α斜巷倾角20°
md=（m+mc）×（sinα+μ1cosα）
=（1700+595）×（sin20°+0.01×cos20°）
=801.85Kg
钢丝绳单位质量计算
qk=（m+mc）×（sinα+μ1cosα）/[11σB/ma-Lc（sinα+μ2cosα）]
ma为钢丝绳安全系数取6.5
σB为钢丝绳公称抗拉强度取1650Mpa
Lc为提升距离50米
μ2为钢丝绳摩擦阻力因数取0.3
qk=（m+mc）×（sinα+μ1cosα）/[11σB/ma-Lc（sinα+μ2cosα）]
=（1700+595）×（sin20°+0.01×cos20°）/[11×1650/6.5-50×
（sin20°+0.3×cos20°）]
=0.2901Kg/m=290.1N/100m
根据《煤矿安全规程》要求，专为升降物料的钢丝绳安全系数不小于6.5。
所以选用钢
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