二1轨道下山绞车房通道及回风道作业规程.docx
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二1轨道下山绞车房通道及回风道作业规程
第一章工程概况
巷道平面布臵示意图
第二章地质情况概况
地质柱状图
地质预想剖面图
标高:
-357.318m
196m
二1轨道下山绞车房通道及回风道预想剖面图
第三章巷道支护说明书
第一节巷道压力情况
该巷道位于实体岩层中,根据二1轨道下山已掘巷道情况显示,围岩压力不明显,局部顶板破碎,预计施工中巷道压力不大。
但在二1轨道下山绞车房通道开口处、二1轨道下山绞车房通道与回风道交叉点处、工程区段③-④段前后10m范围内必须加打锚索进行加固。
详见平面示意图。
二1轨道下山绞车房通道开口前后10m处锚索加固示意图
二1轨道下山绞车房通道与回风道交叉点10m处锚索加固示意图
工程区段③-④段10m范围内锚索加固示意图
第二节支护形式
（一临时支护:
（1打圆木戴帽点柱或静压水单体柱做临时支护。
爆破后及时用长度不小于2m的长把工具打掉迎头悬矸危岩,由外向里打两排、六根戴帽木点柱进行临时支护,然后站在顶板支护完好处打顶部锚杆上金属网。
临时支护木点柱必须选用不小于φ180mm的优质圆木,均匀支设在巷道中线两侧,其间距在1.3m~1.8m之间,支柱必须打牢、打实,背板、木楔背紧背实。
只有在临时支护打牢后,施工人员方可进入迎头作业。
（2顶板破碎时,减少炮眼装药量或打设超前锚杆做超前临时支护。
岩性变化时,减小炮眼间距和装药量。
附前探梁临时支护示意图（2-2断面:
（二永久支护:
采用锚杆、锚网、喷射混凝土联合支护。
施工期间,若巷道岩性破碎,裂隙发育,压力明显时,可采用加打锚索、缩小锚杆间排距、打设锚索梁等支护形式。
第三节支护选型计算
（一锚杆选型
1、按悬吊理论计算锚杆参数
（1锚杆长度计算:
L=KH+L1+L2
式中L——锚杆长度,m;
H——冒落高度,m;
K——安全系数,一般取K=2;
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.5m;L2——锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;其中:
H=
4.06
284
.42=×=fB式中B——巷道开掘宽度,取4.84m;
f——岩石坚固性系数,泥岩取6。
则:
L=2〓0.4+0.5+0.1=1.4m施工过程中,锚杆长度取2m。
（2锚杆直径计算:
D=L/110
式中D——锚杆直径,m;
L——锚杆长度,m;D=2〔110=0.018m
施工时选择锚杆直径为0.02m。
（3锚杆间排距计算:
设计时令间排距均为a,则KHr
Q
a=
式中a——锚杆间排距,m;
Q——锚杆设计锚固力,80kN/根;H——冒落拱高度,取2.0m;
r——被悬吊砂岩的重力密度,取19.992Kn/m3;K——安全系数,一般取K=2。
a=
0.1992
.190.2280
=××m
由于巷道局部压力较大,且为永久性巷道,服务年限长,施工时a取700mm。
通过以上计算,顶板、两帮锚杆选用直径20mm、长度2000mm的等强螺纹钢锚杆,锚杆间、排距700mm,锚杆打设后要及时全断面挂网。
相邻两块网之间要压茬连接,前压后,压茬长度不小于100mm,每隔200mm用14#铁丝进行均匀连接,每张网互相压接处必须有锚杆穿过。
当顶板正常时,每掘进1.7m为一个循环,每掘进1.7m后,及时使用圆木作为临时支护,然后在可靠的临时支护下,进行永久支护。
当顶板破碎时,缩小循环进度,应每掘进0.5m后,在可靠的临时支护下进行永久支护。
爆破后、打正前炮眼前锚、网必须支护到工作面迎头,严禁空顶作业,打设锚杆前必须先进行敲帮问顶,采用戴帽圆木点柱或静压水单体柱做临时支护。
顶板破碎时锚索应及时打设。
工作面锚杆、锚网支护后要及时进行初喷。
初喷厚度为40~50mm,;复喷厚度为40~50mm,达标喷厚30~40mm,总厚度为120mm。
复喷距工作面不得超过6m,喷浆后撒水养护时间不少于7天,洒水养护时间为每天的8:
00班。
其中,工程2-2段初喷厚度为30~40mm,复喷厚度为50~60mm,总厚度为100mm。
（二、锚索选型
掘进施工过程中,如遇岩性发生变化,锚索要及时跟进工作面加强支护。
（1确定锚索长度:
L=La+Lb+Lc+Ld
式中L——锚索总长度,m;
La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,m;
Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度,取2.5m;
Lc——上托盘及锚具的厚度,取0.2m;
Ld——需要外露的涨拉长度,取0.15m。
按GBJ86—1985要求,锚索锚固长度La按下式确定:
La≥K〓c
a
ffd41
式中K——安全系数,取K=2;
d1——锚索钢绞线直径,取15.24mm;
fa——钢绞线抗拉强度,N/mm2（1920Mpa,
合1883.52N/mm2;
fc——锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2。
则
La≥2〓mmm435.1≈242.143510452
.188324.15=××
取La=1.44m,则
L=1.44+2.5+0.2+0.15=4.29m
通过计算,取锚索长度为6.0m。
（2锚索倾角:
锚索垂直巷道拱的切线安装布臵。
（3锚索数目的确定:
N=K〓断
PW
式中N——锚索数目;
K——安全系数,一般取2;
P断——锚索的最低破断率,268.5kN;
W——被吊岩石的自重,kN。
W=B〓Drh××ΣΣ
式中B——巷道掘进宽度,取最大宽度4.84m进行计算;hΣ——悬吊岩石厚度,取1.15m;
rΣ——悬吊岩石平均容重,19.992kN/m3;
D——锚索间排距取不大于锚索长度的1/2,取3m。
则W=4.84〓1.15〓19.992〓3=331.1kN
N=2〓47.2≈5
.2681.331通过以上计算,巷道安装锚索时,根据平禹【2009】259号文件
【关于印发《平禹煤电公司锚网锚索支护技术管理相关规定（试行》的通知】规定,每排3根可满足以上要求。
第四节支护规格及选用材料说明
根据二1轨道下山绞车房通道及回风道设计:
顶板及两帮锚杆选用直径20mm、长2000mm的等强锚杆,锚杆间排距700〓700mm,托盘为碟形,直径为100mm,用10mm厚钢板压制成弧形。
树脂锚固剂直径为23mm,每根长度为350mm,锚杆均使用配套标准螺母紧固,锚固剂型号为2335#,锚杆外露长度为30~50mm,每根锚杆锚固力不小于80kN。
锚网采用直径35mm的冷拔铁丝制作的经纬网,网的规格为长〓宽=2000mm〓1000mm,网格为长〓宽=40mm〓40mm,施工时,网要压茬连接,前压后,搭接长度不小于100mm,
相邻两块网之间要用14#铁丝连接,连接点要均匀布臵,间距200mm。
顶板破碎时锚索及时跟进工作面支护,锚索间、排距为1600〓2000mm。
锚索采用鸟巢式锚索,直径15.24mm、长为6000mm的钢绞线配合锁头、托盘制作;其中锚索有效长度为5650mm,外露部分最大为350mm;每孔使用不少于6卷φ23mm、长为350mm的锚固剂固定,锚固力不低于200KN/根;锚盘用长350mm的工字钢制作,并在上面钻一个直径不小于φ15.24mm的孔。
树脂端锚,锚固长度不小于1200mm,锚固剂型号为2335#,锚索与工作面的距离不大于6m。
巷道压力较大、破碎严重时,应及时把锚杆间排距缩小至500〓500mm,加打锚索及打设锚索梁支护。
喷射混凝土必须采用标号不低于425#水泥,砂为纯净的河砂,含水率为4%~6%。
石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以下,石子过筛,并用水冲洗干净。
混凝土抗拉强度为22Mpa、抗拉强度为1.6Mpa,配比为水泥:
砂:
米石=1:
2:
2.速凝剂型号为SS-055-20型,掺入量一般为水泥重量的3%~5%,喷拱取上限,喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量,速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。
第五节巷道支护断面图及各种管线设备吊挂布臵图附巷道支护断面示意图（图中单位:
mm
工程1-1断面:
说明:
该巷道选用半圆拱断面施工,锚杆、锚网、喷射混凝土联合支护。
掘进宽度4840mm掘进高度3920mm
巷道净宽4600mm巷道净高3800mm
巷道断面:
S荒=16.46m2S净=15.2m2
工程2-2断面:
说明:
该巷道选用半圆拱断面施工,锚杆、锚网、喷射混凝土联合支护。
掘进宽度3400mm掘进高度3200mm
巷道净宽3200mm巷道净高3100mm
巷道断面:
S荒=9.7m2S净=8.8m2
工程3-3断面:
说明:
该巷道选用半圆拱断面施工,锚杆、锚网、喷射混凝土联合支护。
掘进宽度4240mm掘进高度3620mm
巷道净宽4000mm巷道净高3500mm
巷道断面:
S荒=13.5m2S净=12.3m2
附巷道锚杆、锚索布臵平面示意图:
工程1-1断面
锚索位置锚杆位置
1-1断面
工程2-2断面
锚杆位置锚索位置
2-2断面
工程3-3断面
3-3断面
附巷道各种管线设备吊挂布臵图（图中单位:
mm
工程1-1
说明:
电缆敷设在西帮,风筒、风、水管敷设在东帮。
电缆钩的下端、风、水管路固定在起拱线以上100mm处,风筒吊挂在起拱线以上200mm位臵处,照明靠巷道正中安装。
工程2-2断面
说明:
电缆敷设在下帮,风筒、风、水管敷设在上帮。
电缆钩的下端、风、水管路固定在起拱线以上100mm处,风筒吊挂在起拱线以上200mm位臵处,照明靠巷道正中安装。
工程3-3断面
说明:
电缆敷设在东帮,风筒、风、水管敷设在西帮。
电缆钩的下端、风、水管路固定在起拱线以上100mm处,风筒吊挂在起拱线以上200mm位臵处,照明靠巷道正中安装。
第六节巷道特征及每米材料消耗量
第四章施工方法及工作组织
第一节施工方法
第二节爆破说明书
掏槽方式为楔形掏槽法。
1、炸药、雷管:
使用三级煤矿许用乳化炸药、瞬发电雷管,电雷管必须编号;
2、装药结构:
反向装药结构;
3、起爆方式:
起爆使用100型发爆器,连线方式为串联;
4、巷道采用光爆锚喷掘进,根据围岩硬度周边眼距确定为300mm~350mm,抵抗距离为450mm。
周边眼距与抵抗距之比值,在硬岩中取0.7~0.8为宜,而在软岩中取0.6~0.8为宜。
周边眼全部预留光爆层,光爆层厚度100mm,炮眼利用率为89%,残眼率达到60%以上。
附炮眼布臵图（图中单位为:
mm1—1断面:
爆破说明书
1、爆破条件:
（2炮眼布臵及装药量表:
（3爆破指标:
2—2断面:
爆破说明书
1、爆破条件:
（2炮眼布臵及装药量表:
（3爆破指标:
3—3断面:
爆破说明书1、爆破条件:
（2炮眼布臵及装药量表:
（3爆破指标:
第三节劳动组织图表
巷道掘进采用“三八”制循环作业（一天3班,每班8小时,每循环进度1.7m,每三班一循环。
劳动组织表
第四节作业循环
为保证正规循环作业的完成,工作面施工作业必须根据劳动组织人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。
附劳动作业循环图表
时间
安
排项目
时间（min八点四点零点
8101214交接班检查自检
202220181624624400301515340开工准备洒水装岩放炮
打锚杆上网
打眼装药连线20喷射混泥土吹炮烟打设临时支护混凝土料准备8
20
280180
120
第五节主要经济技术指标
第五章局部通风系统设计
第一节局部通风系统
附通风系统示意图
第二节通风线路说明
新鲜风流:
主井→二级无极绳人车巷局部通风机→二1轨道反斜井→二1轨道反斜井下部车场→二1轨道下山→掘进工作面
乏风风流:
掘进工作面→二1轨道下山→二1轨道反斜井下部车场→二1轨道反斜井→三3总回风巷→二级集中下山→-25总回→地面
第三节风量计算
计算程序:
①先按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数分别计算出掘进工作面（即掘进巷道实际需要风量,然后取其中最大值,按风速进行验算;②根据掘进工作面实际需要风量,结合局部通风机供风距离和百米漏风率,计算局部通风机最低工作风量,并根据局部通风机最低工作风量选择局部通风机型号;③根据所选型号局部通风机的实际工作风量和局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的最低风速,计算局部通风机处的全风压需要风量。
（一掘进工作面的需要风量
每个掘进工作面需要风量,应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
1.按照瓦斯（或二氧化碳涌出量计算:
根据《煤矿安全规程》及中平能化集团规定,按掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳浓度不超过0.8%的要求计算:
Q掘=100q掘〃K掘通/0.8=100〓0.05〓1.5〔0.8=9.4m3/min式中:
Q掘——掘进工作面需要风量,m3/min;
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳的绝对涌出量,m3/min;
K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的
比值,参考取值1.5-2.0。
2.按照风速、温度计算掘进工作面需要风量:
Q掘=60V掘〃S掘max〃K温=60〓0.15〓16.46〓1=148.14m3/min式中:
V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速,m/s。
岩巷V掘≥0.15m/s,煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25m/s;
S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积（掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外,m2;
K温——局部通风机供风巷道空气温度调整系数,可参照本细则表4选取。
表4K温——掘进工作面温度与对应风速调整系数
3.按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
（1每人供风≮4m3/min:
Q掘>4N=4〓14=56m3/min
（2每千克炸药供风≮25m3/min（硝酸铵炸药:
Q掘>25A=25〓10.5=263m3/min
式中:
N——掘进工作面最多人数,人;
A——一次爆破炸药最大用量,kg。
4.按风速进行验算:
岩巷掘进最低风量Q岩掘>60〓0.15S掘（m3/min
煤巷掘进最低风量Q煤掘>60〓0.25S掘（m3/min
岩煤巷道最高风量Q掘<60〓4S掘（m3/min
式中:
S掘——掘进工作面的断面积,m2。
Q岩掘>60〓0.15S掘=60〓0.15〓16.46=148.14m3/min
5、按最低风速和最高风速相比,即
148.14<263<351
根据风量验算,掘进工作面需风量263m3/min满足以上4个条件,
（二局部通风机选型
1.局部通风机最低工作风量计算:
Q扇min=Q掘/（1-L〓η〔100=263〔（1-500〓5%〔100=351m3/min式中:
Q扇min——局部通风机最低工作风量,m3/min;
Q掘——掘进巷道实际需要风量,m3/min;
L——局部通风机供风距离,m;
η——实测风筒百米漏风率,%。
当无实测百米漏风率资料时,可按下式计算:
Q扇min=Q掘〃P（m3/min
式中:
P——局部通风机供风巷道风筒漏风系数,柔性风筒应按下式计算:
P=1/（1-n〃β
n——风筒接头数;
β——接头漏风率,反压边连接时,β=0.002。
2.局部通风机选型
局部通风机的工作风量范围应以该局部通风机出厂说明书中提供的有效风量范围为准。
各矿必须保存好局部通风机出厂说明书,以此为矿井配风计算和局部通风机选型的凭证,无此资料时,可参考表5选取。
掘进工作面施工期间,要定期（每旬测定局部通风机实际工作风量和掘进工作面实际供风量,若掘进工作面实际供风量小于需要风量时,及时更换更大功率的局部通风机。
表5部分局部通风机选型表
型号功率（KW级数建议Q扇（m3/min风压Pa备注YBT-5.55.5190-180800-1700YBT-11111130-240800-2250YBT-22221240-370680-3200FBD5.0/2〓5.52〓5.52160-320500-3400FBD5.0/2〓7.52〓7.52160-340800-3600FBD5.6/2〓112〓112200-420800-4200FBD6.0/2〓152〓152240-4601000-5300FBD6.3/2〓222〓222300-6001000-6200FBD6.3/2〓302〓302320-6501000-6400FBD7.1/2〓452〓452400-8301500-7000（三局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算:
Q掘全=Q扇+60V安〃S=390+60〓0.15〓10.5=484.5m3/min
式中:
Q掘全——局部通风机安装处巷道的全风压供风量,m3/min;
Q扇——局部通风机实际工作风量,m3/min。
可现场实测或参
考表5选取,供风长度小时取大值,反之取小值。
V安——局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的风速,m/s。
安装局部通风机的巷道中的风量,除了满足局部通风机的吸风量外,还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的风速,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯积聚。
风速:
岩巷取≥0.15m/s、煤巷和半煤巷取≥0.25m/s;
S——局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面,m2。
第四节风机选型和风筒直径的选择
1、根据局部通风机最低工作风量351m3/min,选用FBDNo6.3/2〓15（2〓15kw型局部通风机可以达到要求。
2、风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为Φ600mm。
风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通。
第五节局部通风方式
局部通风方式:
采用压入式通风方式
第六节局部通风机安设位臵及要求
局部通风机安设在二级无极绳人车巷风门处的新鲜风流中。
1、局部通风机必须吊挂在顶板上或放在风机托架上,距底板不得小于300mm,距帮不小于500mm。
2、局部通风机必须挂牌管理,专人负责,实现“三专”（专用线路、专用开关、专用变压器“两闭锁”（风电闭锁、瓦斯电闭锁。
3、必须保证风机连续运转,不准无故停电、停风。
4、分风器采用600mm铁分风器。
5、风机处必须有两趟双电源。
第七节风筒吊挂位臵及出风口距工作面的距离1-1断面风筒吊挂在二1轨道下山绞车房通道东帮,2-2断面风筒吊挂在二1轨道下山绞车房回风道上帮,3-3断面风筒吊挂在巷道西帮,距底板向上不小于1700mm,要求吊挂平直,逢环必挂,接头、正反压边合格,无漏风现象,风筒出风口距工作面不大于5.0m。
第八节局部通风机供电系统、风电闭锁的安装采用双风机、双电源,主、副风机各一趟专用电缆、专用开关,生产电源两趟。
在主、副风机开关间设自动倒台装臵,巷道动力电由风电闭锁开关控制,同时设臵瓦斯电闭锁装臵。
第六章机电运输系统及管理
第一节供电系统简述
采用主、副回路电源供电,主、副风机各一趟专用电缆、专用开关、专用变压器。
一趟生产动力电,由-210变电所低压输出,输送到二级无极绳人车巷风门处后,分别输送给绞车和各部设备。
另在主、副风机开关间设自动倒台装臵,巷道动力电由风电闭锁开关控制,同时设臵瓦斯电闭锁装臵。
附供电系统示意图:
第二节巷道供电设计
根据巷道:
40kw绞车+11.4kw绞车+2.5kw信号、照明+5.5kw喷浆机+30kw耙碴机+4kw潜水泵+55kwD25泵+2〓15kw主、副风机=178.4kw
第三节运输系统
1、运矸系统:
工作面→二1轨道下山→二1轨道反斜井下部车场→二1轨道反斜井→三3总回车场→二级集中下山→-25车场→主井→地面碴山。
2、运料系统:
地面装矿车→主井→-25车场→二级集中下山→三3总回车场→二1轨道反斜井→二1轨道反斜井下部车场→二1轨道下山→工作面。
附运输系统示意图:
第四节机电运输管理
一、机电防爆
1、井下严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线,检修或搬迁前,必须切断上一级电源并闭锁此开关、检查瓦斯在其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时,再用与电源电压相适应的验电笔检查,检查无
电后,方可进行导体对地放电。
所有开关的闭锁装臵必须能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作,开关把手在切断电源必须闭锁,并悬挂“有人工作,严禁送电”字样的警示牌,设专人看管。
只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电,严禁预约送电或电话指挥送电。
2、操作井下电气设备应遵守下列规定:
（1非专职人员不得擅自操作电气设备。
（2手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。
（3容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动部分必须有良好的绝缘或防护。
3、电气设备不应超过额定值运行,防爆电气设备入井前,应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能;检查合格并签发合格证后,方准入井。
4、敷设高压电缆应遵守下列规定:
（1电缆吊挂必须用电缆钩。
（2巷道中悬挂的电缆应有适当的垂度,并能在意外受力时自由坠落。
其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击。
在电缆坠落时应不落在轨道或输送机上。
（3电缆钩的悬挂间距不得超过1m。
5、电缆不应悬挂在风管或水管上,不得遭受淋水。
电缆上严禁悬挂任何物件。
电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时,必须敷
设在管子上方,并保持0.3m以上距离。
6、电缆的连接应符合下列要求:
（1电缆与电气设备的连接,其芯线必须使用齿形压线板或线鼻子与电气设备进行连接。
（2不同型的电缆之间严禁直接连接,必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。
（3在地面修补的电缆必须经浸水耐压试验,合格后方可下井使用。
在井下冷补的电缆必须定期升井试验。
（43台以上的电气设备必须设臵局部接地极。
7、井下防爆电气设备的运行、维护和修理,必须符合防爆性能的各项技术要求。
防爆性能遭受破坏的电气设备,必须立即处理或更换,严禁继续使用。
8、严禁甩掉、停用井下各种电气保护。
9、存在下列问题的电气设备及小电器不得下井使用:
（1防爆结合面锈蚀划痕超过规定。
（2绝缘座破裂导致连线柱松动,接线柱变形或螺纹滑扣。
（3导电螺栓、螺母锈蚀超过规定。
（4喇叭嘴不配套或断裂、缺损。
（5开关本体与外壳不配套,转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活,开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。
（6开关的机械闭锁失效。
（7开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。
（8开关底托架断裂或固定不牢。
（9电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。
10、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整
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