490水平西翼采区30层机道上山掘进作业规程张万春 0129.docx

490水平西翼采区30层机道上山掘进作业规程张万春 0129.docx

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490水平西翼采区30层机道上山掘进作业规程张万春0129

第一章编制概况

第一节概述

一、巷道名称：

本作业规程掘进的巷道为-490水平西翼采区30层机

道（皮带道）上山巷道。

二、掘进目的及巷道用途：

掘进目的是为形成-490西翼采区30层回采及运输系统。

三、巷道设计长度及服务年限：

1、巷道设计总长度：

，总工程量为1400m（平距），

其中：

原巷道维修工程量：

1110m（已维修完毕），剩余段巷道掘进工程量290m（预掘）

2、服务年限：

7年。

四、预掘巷道预计开竣工时间：

经矿有关领导研究决定，30层机道上山未掘段自2010年2月1日掘进开工，预计2010年5月30日竣工。

第二节设计依据

根据亚泰煤业公司地质部门提供的地质说明书，亚泰一矿30层采掘工程平面图，矿生产技术部提供的设计，测量部门提供的坐标、标高，生产部主管工程师自己的局部通风设计，机电部门提供的供电报告，以及根据现场的实际情况而编写设计。

第二章地面相对位置及地质情况

一、概况：

预掘巷道位于-490水平西翼采区30层煤中。

预掘30层机道上山掘进开始点位于-490水平西翼30层原已掘机道内A31点前16米处，沿巷道的真方位：

14°48＇55＂，坡度沿煤层顶板前掘上山（正坡13°32′28″左右）。

巷道掘进施工平距：

290.00米。

预掘机道上山的上限标高-309.493米左右、下限标高-378.305米左右。

预掘巷道范围内相对下伏36层、38层均未采动。

地表为农田，地面标高+133.18米左右。

二、煤层与顶底板：

预掘范围内30层煤为黑色半亮型，以亮煤为主，煤层结构简单，煤层厚度0.80米～1.10米，厚度变化稳定，煤种为长焰煤，煤层自燃发火期为6-8个月，矿井为低瓦斯级别。

发热量为26MJ/Kg。

预掘范围内，30层煤顶板厚度不大。

在-180水平30层机道下山巷道揭露的30层煤顶板为1.3m灰白色中砂岩，层理较发育；之上直接顶为1.60m灰白色中砂岩，胶结差，层理发育；往上为2.1m灰色中砂岩，具有水平层理，裂隙、层理发育易破碎。

煤层底板直接底为2.4m灰白色中砂岩，分选、胶结均一般，层理较发育。

其余详见综合柱状图。

三：

构造：

预掘机道上山范围内，30层煤为单斜构造，倾向：

216°左右，煤层倾角38°～14°。

-490水平标高以上附近煤层倾角较大，在38°左右，上部较小14°左右。

预掘范围内无断裂构造。

四：

水文：

-490水平西翼采区30层机道上山原宝山煤矿（亚泰一矿重新进行维修）已掘完巷道1110m（平距），原30层机道上山是沿30层煤顶板掘进的，经过查找水文地质资料对该区域水文情况进行分析，该地区水文地质较简单，煤岩层内含水较少，因此预计30层机道上山在该区域掘进时涌水量不会太大。

五：

建议说明：

1、根据-180水平西翼30层机道下山、及-490水平西翼采区30层机道上山实际揭露情况分析，预掘机道上山巷道在掘进施工时，有关生产技术部门必须采取切合实际的支护措施，加强掘进巷道的顶板管理，确保安全生产。

2、在巷道掘进施工时注意观察工作面的变化情况，如发现有水叫、挂汗、挂红、空气变冷、突水、瓦斯突出等征兆时，必须将工作面内所有人员撤出至安全地点，同时汇报矿调度、有关部室及亚泰一矿领导。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

预掘巷拉门点位于现-490水平西翼采区30层原机道上山巷道内A31#点前16m处，巷道掘进施工的真方位和坡度如下：

真方位14°48′55″；坡度:

沿30层煤层顶板前掘；施工平距290m。

巷道布置图详见附图：

第二节支护设计

预掘巷道断面为矩形；

30层机道上山巷道规格尺寸：

净宽为2.60m净高为2.20m

巷道的净断面S净=5.72㎡掘进断面S掘=6.29㎡

一、临时支护

施工巷道临时支护采用锚杆吊环前探铁刹杆，铁刹杆为2″钢管制作，长3.5m，二根平行布置，吊环采用3″钢管制作。

安装时，先将吊环拧在锚杆外露端，然后由外向里插入铁刹杆至工作面，其上用刹顶木前后将铁刹杆背紧，爆破后安装铁刹杆、打锚杆，永久支护到位后临时支护必须跟至掌子头。

二、永久支护

1、施工巷道永久支护采用1.80m长的预应力螺纹钢锚杆支护，锚杆二排矩形布置，锚杆间排距为1.0m×1.0m。

2、重点说明的问题

（1）如果机道上山掘进遇断层或顶板破碎锚杆间、排距可改为0.8m×1.0m。

（2）掘进工作面必须备有5架工字钢棚。

（3）掘进施工中如遇断层、破碎带、压力增大区、顶板离层两帮片帮严重时，必须及时通知矿生产技术部主管工程师以便修改支护。

（巷道支护规格及断面见附图）

三、锚杆支护验证

1、地压计算

　　　Q=4/3﹡r﹡a2/f=4/3×2.5×1.32/4=1.408T/m

式中：

Q―――每米巷道顶板压力

4/3―――巷道压力拱系数

r―――顶板岩石容重　　取2.5T/m2

a―――巷道宽度一半　　取1.30m

f―――围岩普氏系数　　取4

2、支护参数选择

（1）、求单位面积顶压

Qs=Q/2a=1.408/（2×1.3）=0.542T∕m2

（2）、求支护密度和支护强度

δ=排数/（间距*巷宽）=2/（1.0×2.6）=0.769根/m2、

F支=Qs/δ=0.542/0.769=0.705T/根

3、支护验算

安全系数：

M=F锚/F支=8/0.705=11.35﹥2

由以上计算，安全系数M>2符合规定，巷道采用预应力锚杆二排支护，间排距1.0m×1.0m是合理的。

第三节支护工艺

一、支护材料

1、锚杆及锚固剂：

顶板支护锚杆采用预应力螺纹钢树脂锚杆，直径为Ф18mm长度为1.80m,锚固剂型号为MSK2335，每根锚杆用2卷锚固剂，锚固长度不小于700mm，锚杆外露长度为20mm-50mm，每根锚杆锚固力不小于80KN。

二、打锚杆眼：

（1）、首先要认真进行“敲帮问顶”，及时使用专用长把工具挑掉危岩、浮石、罩头，经检查确认安全后方可作业，打眼时必须站在有临时支护下进行作业。

（2）、打眼前，要根据巷道的中心线检查巷道的规格是否符合设计要求，不符合设计要求时，必须进行处理。

（3）、打锚杆眼时必须按锚杆孔的间、排距标出孔的位置，并坚持钻一个孔安装一套锚杆，严禁待钻完全部孔后再安装锚杆，安装前必须将孔内的粉尘吹净。

（4）、施工锚杆孔时必须严格按规定掌握眼深，如个别眼深时必须在钻孔底部用成型的条木垫填补。

（5）、松动、长脖无露头等失效锚杆，必须在距原锚杆100mm-200mm范围内补打锚杆眼重新安装锚杆。

三、安装锚杆：

（1）、钻孔后安装锚杆。

将钻杆从钻杆接头中拔出，插入双六方套。

（2）、将螺母拧在锚杆上并插入双六方套中，用锚杆钻机将锚杆连同药包一起送到孔底（树脂药包在顶端），随即快速旋转8-15秒后停转，此时继续保持推力60秒，待药包固结后使机体落下。

（3）、安装锚杆前必须保证二人作业，一人操作锚杆钻机，另一人安装锚杆（禁止带手套，防止转动中绞手伤人）

30层机道上山巷道断面：

附规格图：

1：

50单位mm

临时支护主、俯视图

1：

50单位mm

临时支护主、俯视图

1：

50单位mm

第四章、施工工艺

第一节施工方法

1、施工巷道采用控爆锚杆支护。

（a）、技术要点：

①、沿巷道断面轮廓线上打较密的孔眼，为250～400mm，少装药，一般为0.45～0.30kg。

辅助眼与周边眼的距离等于或大于周边眼距。

爆破顺序为先爆破掏槽眼（掏煤槽），其次是辅助眼，最后是周边眼，由内向外顺序起爆。

②、钻眼操作要实行准确看线、拉尺定位、预量杆长，长钎打眼。

三定：

即定人、定机、定位。

三点一线：

钎头、机头与气腿三点成一线打眼法。

③、周边眼采用同段雷管，一次起爆。

（b）、控爆标准：

①、眼痕率不小于60%。

②、巷道周边成型应符合设计轮廓。

③、两炮的衔接台阶尺寸不得大于150mm.

④、岩面、煤壁不应有明显的炮震裂隙。

⑤、巷道周边不应有欠挖，平均线性超挖不大于200mm。

⑥、当炮眼眼痕大于孔长70%时，可算一个可见眼痕炮眼。

⑦、眼痕率为可见眼痕的炮眼个数与不包括顶、底板的周边眼总数之比。

2、巷道每前掘80m施工一火药保险柜和雷管保险柜硐室,火药保险柜硐室规格为：

宽×深×高=1.6m×1.6m×1.8m，雷管保险柜打设规格为：

宽×深×高=1.6m×1.6m×1.8m，火药保险柜硐室和雷管保险柜硐室间距不小于30m.

3、巷道每前掘50m做一个躲避硐室，躲避硐室规格为：

宽×深×高=1.6m×1.20m×1.8m。

第二节凿煤（岩）方式

1、本规程所施工的30层机道上山巷道采用打眼、放炮的方式进行施工。

2、打眼使用YT-29气腿式凿岩机和MQT型锚杆机进行打眼，安装锚杆使用MQT型锚杆机进行安装锚杆，风源来自-490水平西翼压风机，通过2″及1″管路输送至掘进工作面。

第三节爆破作业

1、机道上山巷道所在煤岩层为30层煤，故采用楔形掏槽，放炮器使用KBF-150电容式放炮器，雷管采用毫秒延期电雷管，炸药选用煤矿用二级乳化炸药。

炮眼布置图及装药结构示意图见附图：

第四节、装载与运输

一、装（煤）岩方式：

巷道掘进施工中使用P-30B型装岩机装岩（煤），耙斗机距工作面最大距离为15m,最小距离为6m。

二、运输方式：

机道上山施工中工作面至30层石门采用1吨矿车和2台JD-1.6（25kw）绞车运输，西翼大巷使用小人车运输。

第五节管线及轨道敷设

一、管线：

在掘进施工中，所敷设的电缆、供水管路、供风管路、风筒等均按断面图中规定的位置吊挂牢固、整齐，风、水管路接头要严密，不得漏风、漏水。

供风、水管使用2寸钢管，距工作面20m范围使用1寸胶管。

风筒使用直径500mm的软胶风筒，逢环必挂且不漏风。

半煤岩巷道距工作面不超过7m

二、轨道：

掘进施工中所铺设轨道为15kg∕m的轨道，轨距600mm,枕木规格为长×宽×厚=1200mm×140mm×120mm，枕木间距不大于1.0m，铺设的轨道必须符合“亚泰集团质量标准化验收标准”中的规定，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；轨道间隙不超过10mm；内外错不大于5mm。

轨道构件齐全、紧固有效，轨道距工作面为6～15m。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备见下表：

设备名称

型号

数量

维修措施及配套方式

凿岩机

YT-29

2

段队自行维修

局扇

FBD№5/7.5×2

2

机电段负责维修

绞车

JD-25KW

2

机电段负责维修

耙斗

P—30B

1

机电段负责维修

风动锚杆机

MQT

1

机电段负责维修

风镐

1

段队自行维修

爆破图表：

爆破说明书

1.爆破方法：

工作面采用钻眼爆破法。

2.掏槽方式：

楔形掏槽。

3.装药结构:

反向装药，反向起爆，炮泥采用1：

3泥沙

4．联线方式：

串联联线，采用毫秒延期电雷管，煤矿用二级乳化炸药，规格为170*29*125g,使用KBF－150电容式放炮器。

5、辅助眼装药量结构及规定：

6、周边眼装药量结构及规定：

当f=3～5时，125g/眼。

第五章生产系统

第一节通风

施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在-490水平西翼采区30层机道上山车场巷道内。

一、工作面风量计算、风机选型及煤层自燃发火情况

地质与瓦斯涌出情况

本次掘进瓦斯涌出量预计为0.2m3/min

队组：

114掘进段

设计长度：

290m

地点：

-490水平西翼采区30层机道上山

通风长度：

700m

1、按工作面最多人数计算：

8人Q=AN=8×4=32m3/min

2、按同时放炮最多火药量3.75kgQ=25A=94m3/min

3、按CH4或CO2绝对涌出量0.2m3/min

Q=100K=20m3/min

4、按局扇吸入量计算Q=100×290/100-700×4％=4023/min

风速验算：

煤、半煤Q=≥15S=15×5.72=85.8m3/min

选取工作面风量：

85.8m3/min

全负压风量：

260m3/min

选取风机型号：

FBD№5/7.5×2

选取风筒直径：

￠500mm

第二节压风

风源来自-490水平西翼采区空压机硐室，选用MLQF19.2/8.5-110G型空压机。

自空压机硐室经-490水平西翼采区30层总排回风用2寸铁管和1寸胶管送到工作面。

机房风压为6MPa，工作面压风不小于4MPa。

压风系统：

-490西翼空压机硐室→-490西翼30层总排回风→-490西翼30层机道上山→掘进工作面。

第三节综合防尘

防尘水源：

-180西翼小三段净压水池。

-180西翼小三段净压水池→-180西翼运输大巷及车场→-490二段皮带道→-490井底车场及西翼运输大巷→-490西翼30层总排回风道→掘进工作面。

工作面后设置两道喷雾，每100m设一个三通，在距工作面30m内安设防爆喷雾，距工作面50m内安设一道全封闭常开水幕，在巷道拉门点60m～200m之间安设一道隔爆水槽。

采用湿式打眼、使用水炮泥、放炮喷雾、装（煤）岩洒水、冲刷巷帮、净化风流等综合防尘措施。

防尘系统：

自-180水平西翼小三段净压水池→-180西翼运输大巷及车场→-490二段皮带道→-490水平机道车场及西翼运输大巷→-490水平西翼30层石门及总排回风道

巷道水幕

装（煤）岩洒水

装水炮泥水针

冲刷巷帮水管

-490水平30层机道上山→

隔爆设施：

1、掘进巷道必须布置一组隔爆水槽棚，水槽棚距工作面距离大于60m，并在60m至200m范围内。

2、水槽距轨道面不低于1.8m。

3、水槽排距为1.2～2.0m。

4、水棚距离两帮间距不少于0.1m。

棚组内的各排水棚的安装高度应保持一致。

5、水槽容积使用20L，区间长度大于20m。

6、水槽勾角度为55°～65°。

7水槽编号上齐排版，排版内容齐全，准确。

8、水槽棚的水槽应采用横向嵌入式安装。

9、水棚应设置在巷道的直线段内，水棚与巷道的交叉口、转弯处、变坡处之间的距离不得小于50m。

防尘系统示意图见附图

第四节防灭火

预掘30层机道上山采用YT29凿岩机湿式打眼，预应力锚杆进行支护，爆破喷雾降尘。

根据矿有关部门提供的资料表明，沿30层煤顶板施工段无自然发火倾向，防火重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。

为防止火灾发生工作面必须备有2台灭火器和0.5m3灭火沙子，可直接灭火防火水源来自-180水平西翼小三段净压水池→-180水平西翼运输大巷及车场→-490二段皮带道→-490井底车场及西翼运输大巷→-490西翼30层机道上山→掘进工作面。

第五节安全监控、监测

一、便携式甲烷报警检测仪的配备和使用：

（1）爆破工下井担任爆破工作时必须携带便携式甲烷检测仪，在爆破地点每次进行爆破时进行“三人联锁”放炮工作并做好记录。

（2）当班的值班段长必须携带便携式甲烷检测仪，并把常开的报警仪挂在工作面5m范围内无风筒一侧，当报警仪报警时，立即停止工作，进行处理。

二、甲烷传感器的配备和使用：

⑴、掘进工作面必须安设一台甲烷传感器，安设在距工作面3～5m范围内，风筒对侧，其CH4报警浓度为≥1%，CH4断电浓度为≥1.5%，CH4复电浓度为<1.0%，断电范围为掘进工作面内全部非本质安全型电气设备。

⑵、甲烷传感器应安设在巷道上方，并应不影响行人和行车，安装维护方便。

垂直悬挂,距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。

三、安设监控系统安全措施：

⑴、井下安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电缆或动力电缆等共用，防爆型煤矿安全监控设备之间的输入、输出信号必须为本质安全型信号，安全监控设备必须具有故障闭锁功能、甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能。

⑵、井下分站必须上架或吊挂管理。

距巷道底板大于0.3m以上，必须有管理说明牌板，线路必须吊挂平直，吊挂线1m设一处，监测线路严禁有灰尘。

吊挂线严禁用尼龙绳吊挂。

⑶、井下分站接线盒严禁缺少螺丝、无接线盒，接头必须包裹严实，起到隔爆作用。

⑷、安全监控系统接电时，供电电源必须接自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。

严禁与局部风机共用电缆、变压器或开关。

⑸、安装监测系统断电控制时，机电段或机电管理部必须根据断电范围要求提供电源和断电点，并接通电源及控制线路。

监测队将系统安设完后必须做断电试验。

⑹、监测通讯电缆吊挂时距离动力电源线必须大于200mm。

⑺、安全监控设备每月监测队至少调试校正一次，每7天必须使用标准气样和空气样调校甲烷传感器和便携式甲烷检测报警仪一次。

⑻、每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。

监测队监测人员每班必须检查安全监控设备及电缆是否正常，发现问题及时处理，做好记录，并使用便携或光学理研对甲烷传感器进行对照。

当传感器与仪器读数误差大于允许误差（允许误差为0.1%）时先以读数较大为依据，并设专职安瓦员进行现场随时检测，必须在8小时内对两种设备用标准气样调校完。

⑼、井下各探头每一小班由瓦检员检查汇报，要执行瓦斯管理汇报制度，汇报内容：

分站数据，传感器数据，线路吊挂情况，探头位置。

发现问题通知矿安全调度，矿安全调度要立即通知矿调度及监测值班人员，同时汇报当班值班领导。

⑽、监测值班人员每次排除事故时间不能超过4小时。

⑾、井下分站，传感器及电缆等安全监控设备安设试验完，立即交与采掘段队负责保管并有交接单。

⑿、移动传感器和监测电缆时，专职安瓦员的工作面由安瓦员按规定负责移动。

非专职安瓦员的工作面由放炮员按规定负责移动，严禁擅自停用。

井下工作面现场放炮时，值班人员把探头掩护好，放炮后必须重新移到本规程规定的范围内，探头及信号线85米范围内由每小班值班段长负责管理，包括吊挂和日常达标。

⒀、其它要求必须执行《煤矿安全规程》第三章通风安全监控部分中的有关规定。

监测系统示意图见附图

第六节供电

预掘工作面施工电源来自-490西翼采区变电所；供电方式为集中供电。

一、供电设计方案的确定

根据生产环节，所需设备负荷，设计为87.5KW，供电距离620米。

由-490西翼采区变电所直接供电，由一趟660V电压回路做为工作面生产用电。

掘进工作面局扇供电，采用双电源、双风机的供电方式，并且双电源与双风机互相转换，利用一台QBZ-200开关与每个工作面的用电设备构成联锁系统，当任意线路或一台风机出现事故时，另一台备用风机将在10秒之内自动转换开机。

局扇为7.5KW,每两台组成一台双旋风机，每个工作面设计安装两台。

附表：

工作面负荷统计表

序号

名称

型号

单位

按装数量

额定电压

（V）

功率

（KW）

额定电流（A）

启动电流（A）

1

绞车

JD-25

台

2

660

25

28

172

2

耙斗机

17KW

台

1

660

17

19

117

3

局扇风机

台

4

660

7.5

9

51

4

喷浆机

台

1

660

5.5

6.3

38

∑

=25KW+25KW+5.5KW+17KW+30K=87.5KW

二、变压器容量的选择与计算：

根据各路负荷调配情况和掘进工作面需用系数选择原则：

工作面需用系数和加权平均功率因数分别取，许用KX=0.45 COSΦdj取0.6

根据各路负荷情况，选变压器容量。

S=KX∑Pe/COSΦdj=0.45×87.5/0.6=67KVA

根据电压损失和线路短路电流计算确定变压器为100KVA，所以使用变电所现有的一台变压器型号为KBSG-500/0.69供电，满足供电要求。

三、电缆的选择

工作面生产设备总负荷为87.5KW

1、干线电缆一般按机械强度来选择，用长时允许负荷电流来效验；

工作面电缆的选择：

按机械强度选择查可初选为MY3×35+1×10橡套软电缆

用长时负荷电流来效验：

查表352电缆的长时允许负荷电流为：

Ie=113A

而实际电流：

=

=

＝77A　

而113A>77A

故选用MY—3×35+1×10电缆满足要求。

2、支线电缆一般按机械强度来选择，用长时允许负荷电流来效验：

实际电流：

=

=

＝29A

式中：

{参照《地方煤矿供电与电气化》功率因数cosΦ取0.85电机效率

0.9}、按机械强度选择查《地方煤矿供电与电气化》3-19表可选为102

查表102电缆的长时允许负荷电流为：

Ie=63A

而63A>29A

故选用MY—3×10+1×6电缆满足要求。

3、用同样的电缆使用选择要求，所选择的电缆如下：

所以

（1）干线电缆选用MY3×35+1×10

（2）局扇风机电缆选用：

MY3×16+1×10

（3）绞车支线电缆选用：

MY3×10+1×6

（4）扒斗机机电缆选用：

MY3×10+1×6

四、开关的选择与整定值的计算

1、开关的选择

根据用电负荷的容量和设备的运行方式，开关选择如下：

总控开关选用：

KBZ9-200/660V

风电闭锁开关选用：

QBZ-200/660V

风机开关选用：

QBZ-80/660V

绞车开关选用：

QBZ-120N/660V

扒斗机开关选用：

QBZ-120/660V

2、保护整定值计算:

短路电流的计算、依照煤炭部《煤矿井下供电的三大保护细则》有关规定计算查表得，

低压开关的整定与校验：

由于供电距离较远所以采取电缆分段保护原则

1号总控开关整定

由供电系统图得电缆的长度：

620×1.36=843米

查表得末端两相短路电流值Id=850A

根据公式kL=Id/Iz≥1.5效验保护的灵敏度

Iz=172+28+19+9+6.3=234.3A

速断电流整定为300A、校验：

ID/I整〉1.5843/300=2.8＞1.5合格..

2、各起动开关的整定

根据设备的容量和开关的保护特性，各开关整定如下；起动开关按设备电机的起动电流整定

所以绞车起动开关QBZ-120N整定为200A

局扇风机起动开关QBZ-120整定为100A

扒斗机开关选用：

QBZ-80:

整定为100A

五、所需设备、电缆明细表

序号

名称

型号

单位

数量

备注

1

绞车

JD-25

台

2

25KW

2

扒斗机

台

1

17KW

3

局扇

YBT-7.5

台

4

7.5KW

4

矿用电缆

MY—3×16+1×6

米

200

660V

5

矿用电缆

MY—3×35+1×10

米

620

660V

6

矿用电缆

MY—3×10+1×6

米

30

660V

7

矿用电缆

MY—3×2.5

米

400

660V

8

真空馈电开关

KBZ9-200

台

1

660V

9

真空开关

QBZ-120N

台

2

660V

10

真空开关

QBZ-80

台

1

660V

11

开关

QBZ—2×80

台

1

660V