煤矿掘进规程.doc

江苏省矿业工程公司准格尔项目部掘进作业规程 内蒙古三维集团有限公司小鱼沟煤矿掘 进 作 业 规 程 施工地点： 辅 运 大 巷 施工单位： 江苏矿业工程公司准格尔项目部 项目负责人： 技术负责人： 规程编制人： 编制日期 ： 2010年 4月 15日施工单位会审意见编 制 人： 月 日通风经理： 月 日 机电经理： 月 日安全经理： 月 日 生产经理： 月 日技术经理： 月 日项目经理： 月 日 一：存在问题二、处理意见建设单位会审意见天地华泰技术咨询部： 月 日 工程部： 月 日安监部： 月 日 调度室： 月 日 通风部： 月 日机电部： 月 日机电矿长： 月 日安全矿长： 月 日 生产矿长： 月 日 总工程师： 月 日审 批 意 见工程名称： 6#煤辅运大巷掘进作业规程 收到日期： 2010年 月 日 审批日期： 2010年 月 日审批意见：目 录第一章 概况 -6第二章 掘进巷道地质概况 -7第三章 巷道布置及支护说明 -9第一节 巷道布置及支护设计 -9第二节 支护方式 -11第三节 施工工艺 -11第四节 特殊支护要求-13第五节 矿压观测 -15第四章 综掘机施工工艺及要求-16第一节 施工方案 -16第二节 切割顺序 -16第三节 工艺流程 -18第五章 劳动组织及主要技术经济指标 -19第一节 劳动组织及作业方式 -19第二节 正规循环作业图表 -20 第三节 主要技术经济指标 -20第六章 生产系统 -21第一节 运输系统 -21第二节 通风系统 -21第三节 防尘系统 -22第四节 防灭火系统-22第五节 安全监测监控系统-22第六节 避灾路线-23第七节 排水系统 -23第八节 供电系统 -23第九节 通讯系统-29第十节 主要施工设备 -30第七章 质量保证措施 -31第一节 质量管理体系 -31第二节 安全制度 -32第三节 巷道文明生产 -33第八章 主要安全技术措施-34第一节 施工准备 -34第二节 “一通三防”管理-34第三节 顶板管理 -36第四节 爆破管理 -37第五节 防治水管理 -42第六节 机电、运输管理 -43第九章 避灾路线 -48附图表：（1、综合柱状图，2、预想剖面图，3、平面布置图，4、支护断面图、爆破图表，5、通风系统图，6、防尘系统图，7、监测监控图，8、避火灾路线图，9、避水灾路线图，10、供电系统图，11、通讯系统图、12、运输路线图，13、备用材料表） 第一章 概 况一、编制依据1）辅运巷掘进施工设计图2）辅运大巷掘进巷道地质概况3）煤矿井巷工程质量检验评定标准（mt 5009-94）4）2009版煤矿安全规程5）煤矿各工种操作规程二、工程项目：辅运大巷三、用 途： 该巷道是辅运大巷，正常生产后承担矿井运人、运料任务，同时承担进风任务。四、简要说明辅运大巷设计全长约966m。辅运大巷沿煤层底板施工到首采工作面运输顺槽为止，正常坡度+7，特殊变化可适当调整坡度为3。巷道掘进宽度：毛宽5400mm，净5200mm；高度：毛高3800mm，净高3500mm，掘进断面20.5m2。巷道采用“锚索锚网背喷射混凝土”联合支护。当地质条件变化时，及时另补施工措施。第二章 掘进巷道地质概况该巷道是运人、运料大巷，同时作为进风大巷；地面标高(m)：+1060-+1300m，井下标高：+965.9-+975.8m；辅运大巷西起6#煤辅运大巷被北段东至601工作面运输顺槽，设计巷道总长度约860m。该巷道掘进方位1120951。工程特点及施工要求巷道顺6#煤层底板掘进，施工范围内煤厚3.4710.32m，平均煤厚6.81m，为近水平煤层，倾角小于6，巷道施工是托顶煤。地层及煤层该巷道为顺层煤巷，揭露地层主要为太原组6#煤层，6#煤层顶板为泥岩，粘土岩；6#煤层底板为泥岩，砂质泥岩。地质构造矿区总体构造形态为一倾向北西的单斜构造，发育有次级波状起伏，区内构造以ne向构造为主影响掘进的其他因素矿井相对瓦斯涌出量矿井相对co2涌出量地温0.1m3/t0.12 m3/t14水文地质条件巷道掘进6#煤及6#煤底板泥岩、砂质泥岩，裂隙发育一般，赋水性较弱。预计掘进时最大涌水量20m3/h，正常涌水量0.5m3/h。遇构造或顶板裂隙发育时，水量可能增大。问题及建议 1、巷道托顶煤掘进，施工及过断层期间加强工程质量及顶板管理。 2、配备足够的排水设施。3、掘进期间加强地质及水文地质观察。4、施工期间严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则。附图1、6#煤辅运大巷煤岩层综合柱状图（1：200）2、6#煤辅运大巷巷道布置平面图（1：1000）3、6#煤辅运大巷剖面（1：500）第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置及支护设计一、巷道布置及施工方法：1、6#煤辅运大巷（s掘=20.5m2）为综掘巷道：使用综掘机跟煤层底板掘进，矩形断面。巷宽：毛5.4m，净5.2m；高：毛3.8m，净3.5m。二、支护设计：采用锚索锚网背喷射混凝土联合支护。1、锚网支护参数：顶、帮锚杆采用182000mm，左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，配套蝶形托盘规格：100 mm100 mm8mm。顶锚杆间排距为1000 mm1000 mm，每排打5根；帮锚杆每排布置6根(左右帮各三根，从上向下布置)，间排距为1000mm1000。顶锚锚固力不小于70kn，帮锚锚固力不小于50kn。使用钢筋网，规格为12002800，网格为100100mm，由6.5mm钢筋焊制而成。连接方式为绑扎连接，采用14#铁丝绑扎。绑扎间距200mm，网片压茬不小于100mm。 2、锚索规格为15.246300mm，间排距为20002000mm，每排2根，托板规格为30030018mm，孔眼直径20mm，居托板中间，用钻床或冲床加工。3、采用w型钢带，长度为4200 mm，宽度为225 mm，厚度4.75mm。4、喷射砼和铺底、浇注水沟砼标号均为c20，砼底板厚度200mm。喷射混凝土使用标号不低于425#水泥，水泥进场时应有合格证和质保单，并对品种、标号、包装、数量和出厂日期进行检查验收；不同规格、标号和出厂日期的水泥不得混合堆放，严禁混合使用，出厂日期超过三个月或受潮结块的水泥不得使用，同时进场水泥必须经过质检人员复试合格后方可使用。沙采用纯净的河砂，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。配比为水泥：沙：石子=1：2：2（以实验室的配比值为确定值）；速凝剂型号为j85型，掺入量一般为水泥重量的23.5%，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。5、 树脂锚固剂的使用：每个顶锚杆使用1支ck2350和2支z2350树脂锚固剂，每个帮锚杆使用1支ck2350树脂锚固剂和2支z2350树脂锚固剂。使用时ck2350在上端z2350在下端。每个锚索使用2支ck2350和2支z2350树脂锚固剂。使用时ck2350在上端z2350在下端。6、锚杆角度：顶部最外边的两支锚杆与水平线成75夹角，其他锚杆与巷道顶帮轮廓线垂直布置。7、支护材料参数及质量要求（1）锚杆：金属杆体抗拉屈服强度不小于320 mpa，抗拉极限强度不小于500 mpa，延伸率不低于16%。（2）螺母：必须使用与锚杆相匹配的快速安装螺母（型号m18）。（3）金属锚杆蝶形托盘：100 mm100 mm8mm，孔眼眼位居托盘中间，直径比锚杆杆体直径大1.52 mm，用钻床或冲床加工。不得使用铸铁托盘，托盘的抗穿透强度应与锚杆的设计锚固力相匹配。9、锚索施工要求：锚索采用15.24mm的小孔径预应力锚索（锚索长为6300mm）加强顶板支护，每根锚索配合4块锚固剂使用，使用2支ck2350和2支z2350树脂锚固剂，使用时ck2350在上端z2350在下端，锚固长度不小于1500mm，搅拌旋转时间大约30秒。锚索应在搅拌凝固10分钟后，方可安装锚索托盘，并用锚具进行张拉,锚索预紧力为100120kn（2024mpa）。锚索施工必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔，钻孔点眼从巷道中线向两帮各1000mm处布置，每排2根，间排距为2000/2000 mm ，锚索间排距误差不超过150 mm，锚索孔深度误差为-1000 mm。锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线，锚索钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具长度为150250 mm。锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。锚索张拉时，以油泵压力表读数28mpa（100kn）为宜。锚索必须滞后迎头4/5个排距（1.6m）布置，但距迎头最大距离不得超过2个锚索排距（4m）。10、其他按设计要求施工。附：辅运大巷支护平面图及主运大巷施工断面图。第二节 支护方式一、临时支护方式综掘机截割煤岩后及时敲帮问顶找净危岩浮煤，并使用撅顶道配合木板皮进行临时支护。撅顶道前探梁用三根2寸钢管制作，长度3500mm，间距和锚杆的间距相同，用金属锚杆和吊环固定，为防止前探梁滚动，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，前探梁上方用若干木板皮接实顶。木板皮规格为：长宽厚=1500100100mm。顶板不平整时使用可伸缩式安全点柱作临时支护，点柱与巷道顶板之间用板皮或木楔接实。迎头安全点柱数量不少于3根。 二、永久支护方式采用锚网背喷支护作为永久支护。锚网支护时，采用锚杆、网、w型钢带紧跟迎头的支护方式，采用182000mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆间排距为10001000mm。网使用钢筋网，规格为12002800，网格为100100mm，由6.5mm钢筋焊制而成。连接方式为绑扎连接，采用14#铁丝绑扎。绑扎间距200mm，网片压茬不小于100mm。 当围岩稳定性较差时，锚杆间排距缩小为700mm（具体位置以调整联系单和补充措施规定为准）。锚索施工要求：锚索采用15.24mm的小孔径预应力锚索（锚索长为6300mm）加强顶板支护。锚索施工必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔，钻孔点眼从巷道中线向两帮各1000mm处布置，每排2根，间排距为2000/2000 mm ，锚索间排距误差不超过150 mm，锚索孔深度误差为-1000 mm。为保证煤质，在综掘机和锚网背后喷射混凝土成巷，复喷距迎头不超过30m，喷体厚度100mm，强度c20。洒水养护时间不少于28天。每条巷道布置一台喷浆机，喷射混凝土和工作面迎头掘进可平行作业。第三节 施 工 工 艺一、锚杆安装工艺：1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉浮煤危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于5度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.95m。打眼时，必须在临时支护下操作。打眼时按由外向里先顶后帮的顺序依次进行，顶部由巷中向两边布置施工，帮锚杆从上向下布置施工。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。先把树脂锚固剂送入眼底，然后把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，用带有专用套筒的气扳机卡住锚杆，开动气扳机，使气扳机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去。搅拌时间不少于30秒，再挂好网，上好 “w”型钢带，上好托盘，拧上螺帽。8分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆拧紧力矩不小于100nm。二、锚索安装工艺： 定孔位使用加长式钻杆打锚索孔退出钻杆把锚索连同药卷缓缓送入孔内在锚索下端套上专用驱动头并插入锚杆机上对锚固剂进行预压缩处理 推进、搅拌30秒停止搅拌保持推力60秒钟移开锚杆机 上锚具 10分钟后张紧。三、喷射混凝土1、准备工作检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。清理喷射现场的浮煤等杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道顶部和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：先顶后帮，喷帮时从墙基开始自下而上进行。喷枪头与受喷面应尽量保持垂直，喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4mpa，水压应比风压高0.1mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度3070mm。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。4、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，大底脚”。5支护材料每m用量锚杆11套、树脂锚固剂37块(含锚索使用的锚固剂)、网4块。喷射混凝土1.1m3。6、打眼机具： 采用7655 型风钻及zms60风煤钻打眼，风源来自井下压风机站。顶板锚杆眼采用mqt-120型锚杆钻机打眼。安注锚杆时使用mqt-120型锚杆钻机及30型气扳机。煤巷使用风动煤帮钻机打眼。7、降尘方法降尘方法采用综掘机割煤时使用自动喷雾、装煤前须洒水并冲刷岩帮、喷浆拌料时开放水幕进行降尘。第四节 特殊支护要求一、本工程施工采用综掘机破岩方式施工。当掘到设计巷道位置时均可按设计进行单独施工，如果更改设计需提前十天发出设计更改联系单。二、掘进前必须对巷道前方进行打钻探测，探明地质情况和瓦斯等有害气体状况。发现问题应及时汇报和采取相应措施进行处理，排除安全隐患后方可继续掘进。三、综掘施工工艺：割煤（岩）落渣退机、临时支护支护扫底、割煤。四、正常掘进采用锚网喷锚索联合支护，锚网支护最大空顶距离为2.5m。五、特殊地段的支护方式和技术要求1、锚杆支护巷道遇到断层或地质破碎带时，优先选用锚杆、架棚联合支护形式进行支护，并据现场实际适当调整支护密度，此种支护形式应延伸到围岩正常巷道，且距离不得小于5m。过破碎带、断层的特殊要求: 1）缩小循环进尺为1m，及时逐排支护； 2）遇到出水或裂隙水，打放水孔并采用高功率水泵往外抽水； 3）过断层破碎带掘进时，在掘进工作面顶板上打5根超前锚杆，斜向上角度约70，预先把下一循环的顶板支护上。综掘机割煤岩后再打正规支护锚杆。 4）顶板松软使用锚杆支护效果不好时，再增加工字钢支架加强支护。现场要配备与巷道规格相同的10架备用工字钢支架。2、架设工字钢支护施工顺序：备齐工具和支护材料排除隐患、检查巷道规格移前探梁、架棚梁、接顶将中线延至架棚位置挖腿窝立棚腿背顶背帮使用好撑木、拉杆、联棚器等稳固装置检查架棚质量，清理现场。1）支护前，应按中线检查巷道毛断面的规格质量，处理好不合格部位。采用风镐和手镐进行刷帮，刷帮后进行铺网架设工字钢支架支护。2）支护前，应检查所使用材料，严禁混用不同规格，不同工字号的金属支架，不得使用中间焊接的棚梁，棚梁与棚腿之间必须有防错位装置。3）安全检查，排除安全隐患。4）架设工字钢支架时，首先要检查工作地点10m范围内巷道的支护情况，对巷道松动的锚杆、锚索、进行紧固或加固，对已架设好的工字钢支架要逐棚检查、整修。检查时要由外向里逐棚进行。5）扶第一棚时，要在两帮近巷道高度二分之一处紧靠棚腿下方分别打上两根铁道橛子，将棚子固定牢固，防止棚子向下方倾斜。开门点向上10m段必须采用拉杆或撑木对工字钢支架进行加固。6）架设工字钢时要先在最迎头两架棚梁上上好前探支护，并上好需架设的棚梁，调整好巷道的中线，并背实顶板，棚梁前方空顶区用方木背实。7）挖腿窝：先量取棚距，按中线和下宽定腿窝位置，根据棚梁确定深度，控制好顶、帮后，再把腿窝挖至设计深度200mm。挖腿窝时，必须有专人进行监护，监护人要站在施工人员侧后面，并观察好退路。8）立棚腿：竖上棚腿，调整好扎角，并稳固好棚腿。9）合棚梁：前探梁上的棚梁与棚腿合口，先合一头后，再合另一头。禁止人员在下方逗留或通过。10）合口后将支架找正，压肩初步固定。11）检查支架的架设质量，符合质量标准后，再背顶背帮，楔紧打牢，顶板较好段背板间距不大于500mm，过断层段顶板背板要排实，并用方木接实顶板。在棚梁上梁腿结合部必须要打上撑木，每梁2根撑木，打在距梁端200mm处；每根棚腿上打2根撑木，分别打在棚梁向下800mm和2000mm处；撑木间距要均匀，棚子撑木与背板要打牢固、成线，并用木楔楔实。12）架棚后应检查棚梁与棚腿接口处是否严密，梁、腿接口处及棚腿两端至中线的距离，支架有无歪扭迈步及前倾后仰现象，支架帮、顶按规定背紧、背牢。13）架工字钢支架支护时，要从外向里逐架进行，严禁架设时迎头有人，严禁多茬作业。如果顶板破碎压力严重，在工字钢支架的中间加一木点柱以加强支护，工字钢改为对棚支护，棚间净间距为600mm。 第五节 矿压观测矿压观测采用顶板离层仪监测管理：（1）所有沿煤层施工掘进巷道必须有离层观测内容。巷道每掘进50m，安装一个顶板离层仪，顶板破碎异常处、三四叉门等不明顶板处可加密安装。（2）离层仪安装位置：位于巷道中部，距离迎头不超过1.5m。采用b19接长钻杆，27mm钻头用锚杆机垂直于顶板钻孔（深度比锚索孔深1-2米）。用安装杆将深部基点锚固器推入设定位置，抽出安装杆后，用手拉下钢绳，确认锚固器已锚住。然后安装孔口套管，要求紧贴岩面。对准刻度，将浅部基点刻度（a刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳，将深部基点刻度（ b刻度）坠与浅部基点刻度下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。最后记录下最初读数，并标在牌板上。（3）离层仪牌板吊挂在面向迎头右侧的位置，距掘进工作面一周内，每天观测一次；在一周以外，每周观测一次。必须如实观测，及时记录观测时间和离层量，并建立相应台帐。第四章 综掘机施工工艺及要求第一节 施工方案1、施工顺序：准备工作延伸皮带截割跟机扫浮煤停机吊挂管线锚杆支护。掘进机截割方式：采取由下向上的分段摆动截割程序。2、掘进方式：掘进机司机在激光指向仪的导向下，开启掘进机先将底板清理好由下向上截割，开槽掘进时每进0.11m向左右摆动0.3m距离，以便截割两截割头中间的煤，再次进刀直至开槽掘进到0.5m，采取由下向上的分段摆动截割程序，或者采取下部中心开掘，然后左右摆动和周边刷帮，依次反复循环。第二节 切割顺序、切割： 掏窝槽：、做好准备工作，使整个系统处于待命状态。、依次启动油泵、转载机、刮板机、喷雾泵。、空负载情况下启动切割系统。、启动行走系统，使掘进机向前移动，空转着切割头接触煤壁后，同时左右摆动切割头，摆动量约为300-400mm。、掘进机的截割头进入煤壁的深度达到规定要求(0.8m后)，即完成掏槽作业。 横向切割：、关闭行走电机，落下后稳定器、撑紧，增强机器的稳定性。、驱动切割头，沿断面宽度水平摆动，开掘横槽。 跨距切割：、横槽到位后，抬高（或下落）切割头，同时左右摆动切割头，每次抬高量不应超过350mm。、重复抬高（或下落）切割头，使切割头的升高（或下降）达到规定距离，即完成跨距切割。 全断面切割：重复进行跨距切割和横向切割，即完成工作面的全断面切割。、切割路线：选择从巷道右下角进刀掏窝槽，由底向顶依次进行割，最后刷帮顶使巷道成形。、切割注意事项：、巷道由底板向顶板依次切割，要注意避免出现大煤块，以影响装载系统的正常作业。、掘进机作业时， 切割臂不得处于极限位置，应向内回摆150200mm。、巷道施工如遇到不能进行经济切割的岩石时，应退出掘进机，用其它方法施工，届时另补措施。附：切割路线图第三节 工艺流程1、 截割、装载采用ebz160型掘进机进行截割，通过掘进机铲板、扒载到掘进机运输机上。装运方式以掘进机自装为主，人工大板锹扫浮煤为辅，要求必须将巷道浮煤全部清理到铲板上。2、运输煤运输：掘进机铲板掘进机刮板输送机6#煤辅运大巷胶带运输机联络巷刮板运输机主斜井胶带运输机地面。矸石运输：采用汽车排矸。3、支护采用锚杆机打注顶部锚杆(索)、风煤钻打注帮锚杆的方式对巷道进行锚网梁喷锚索联合支护。4、工艺流程施工锚杆：截割（出煤）敲帮问顶临时支护 打注顶锚杆 (定孔位打锚杆眼退出钻杆按作业规程规定将树脂锚固剂工字号、数量用锚杆机缓缓送入孔内安装连接件,把连接件尾端与钻机连接好缓开气腿阀门,将树脂锚固剂顶至孔底,开机搅拌,推进、搅拌30秒停止搅拌保持推力60秒钟启动锚杆机将锚杆螺母紧至规定预紧力) 铺连顶网打顶锚杆铺联帮网打帮锚杆 施工锚索：定孔位使用加长式钻杆打锚索孔退出钻杆把锚索连同药卷缓缓送入孔内在锚索下端套上专用驱动头并插入锚杆机上对锚固剂进行预压缩处理 推进、搅拌30秒停止搅拌保持推力60秒钟移开锚杆机 上锚具 10分钟后张紧。第五章 劳动组织与主要技术经济指标一、劳动组织及作业方式：1、作业方式：采用“三八制”作业，两掘一喷。中、夜班割煤掘进，早班半班检修，半班掘进，其中在8点半进行喷浆。2、劳动组织图表班 次人 数工 种早班中班夜班合计掘进机司机2226支 护 工18防爆车司机1001胶带机司机瓦检 工11材 料 员1001文明生产工2002电 工2114机 修 工4116班 长1113跟 班 队 长1113队 长11机电队长11技 术 员11验收员喷浆及辅助工出 勤 人 数1在 册 人 数372注：1、风、水管由早班人员配合机修工接好，由机修工负责。2、早班主要检修掘进机、电气设备、综保信号及运输设备并试生产。3、生产班风筒距迎头超过10m距离时，由当班班长负责安排人员延风筒。二、正规循环作业图表（见附表）三、 主要经济技术指标序 号项 目单位经济技术指标1煤 层 编 号#62巷 道 长 度m9663掘 进 断 面20.54煤 层 厚 度m115煤 层 倾 角度0-56煤 容 重吨/m31.447在 册 人 数人78每班出勤人数人32/16/169循 环 进 尺m210日 进 尺m1411小班循环数个2/6/612月 进 尺m33613掘 进 工 效米/工0.1914顶锚杆消耗支/m515帮锚杆消耗支/m616钢 带 消 耗支/m117锚 索 消 耗支/m1第六章 主要生产系统一、运输系统1、运煤系统:工作面6#煤辅运大巷联络巷主运大巷主斜井地面。2、运料系统：前期：地面回风斜井回风联络巷主运大巷工作面。后期：地面副斜井联络巷主运大巷工作面。二、通风系统1、工作面通风方式的选择与风量的确定1）通风方式：采用压入式局部通风机通风。局扇安装位置：主斜井的皮带尾处,距主斜井联络巷与辅运大巷交叉点大于10 m的地点。 2）进风系统:地面主斜井主斜井联络巷原主运大巷北段6#煤辅运大巷工作面。 3)回风系统:工作面原主运大巷北段回风大巷回风斜井地面。 4）风量计算【1】按照瓦斯绝对涌出量计算：q掘1 100qch4k1000.1220 m3/minq掘1单头掘进工作面巷道供风量。qch4掘进工作面瓦斯绝对涌出量 0.1m3/min 注，因没有瓦斯鉴定资料，该数据是估计数，若在以后的生产中发现瓦斯涌出量增大，及时调整供风量。k掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比，通常机掘工作面取1.52.0。这里取2.0。【2】 按风速、温度计算需要风量:q掘2=60v掘2s掘maxk温式中：v掘局扇供风井巷巷道最低允许极限风速，m/s；煤巷和半煤岩巷v0.25m/s；s掘局扇供风井巷的设计最大净断面积，m2；k温局扇供风井巷风量调节系数；温度14，取1。故6煤辅运大巷：q掘2=600.2520.521=307.8 m3/min。【3】按炸药和人数计算：因使用综掘机进行掘进，故用炸药计算风量略；同时工作人数按最多32人计算,则：q掘3=324=128 m3/min【4】按风速验算：qminq需qman qmin：满足巷道最低风速所需的风量计算，qmin =15s1520.52=307.8 m3/min。 qman：巷道最高风速的极限风量计算，qman =240s=24020.52=4924.8m3/min经以上计算，6煤辅运大巷需要风量确定为310m3/min。2、局部通风机选型：局部通风机工作风量计算：q扇= q掘1/（1-nl）=3101/（1-890.002）= 371 m3/minn风筒接头数，这里取89。l一个接头的漏风率，反压边时，l接=0.002。局部通风机工作风压计算：hf=rpq扇q掘rp=6.5l/（d5）（nj0beiin）p/（2s2） = 81.9（ n.s2/m8）6煤辅运大巷：使用直径0.8m的风筒（每节风筒长10m），最大供风长度965m，按最大需要风量310m3/min计算：hf=rpq扇q掘 =81.9（310/60）（371/60）=2611.69（pa）。故，查阅资料，辅运大巷选用的局扇为： 230kw的对旋式局部通风机，型号为：fbd6/222其吸风量为380500 m3/min，3、局扇安装处巷道全负压供风量的计算： q全负压=q扇+60vs，m3/min 主斜井巷道断面s=12.34m2，v=0.25m/s，则：q全1=310+600.2512.34=495.1 m3/min4、风筒的选择风筒选用柔性胶布风筒（抗静电阻燃风筒）直径为800mm，长度为10m/节。 三、供水防尘系统由地面防尘水池主斜井主斜井联络巷6煤辅运大巷辅运大巷掘进工作面迎头。供水管路采用管径为50mm无缝钢管。 四、防灭火系统 防尘系统兼作消防系统。五、安全监测监控系统（1）在6煤辅运大巷工作面5m内（风袋的另一侧）安装甲烷传感器一台，瓦斯报警浓度ch41.0，断电浓度为ch41.5，复电浓度为ch41.0。在回风流中（距6#煤辅运大巷开口10-15米处）安装甲烷传感器一台，报警浓度ch41.0，断电浓度为ch41.0，复电浓度为ch41.0。控制器与巷道内所有供电移变联锁，断电范围为6#煤辅运大巷及回风巷内全部非本质安全工字电气设备。甲烷传感器自动报警断电仪每十天校验一次，并保证其正常工作。（2）控制器和分站安装巷道口，信号电缆与动力电缆敷设在巷道的同一侧时，必须敷设在电力电缆上方0.1米以上的地方。（3）监控主机安设在矿监控站，监控站值班人员要随时观察监测数据，发现问题及时处理。（4）甲烷传感器的吊挂要求：距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。随着工作面的推进及时挪移传感器，并按要求吊挂，由跟班队长或班长负责移动和管理。（5）每班必须清理传感器的表面及探头的积尘，并按要求将电缆吊挂好。（6）施工中各班班长、综掘机司机、电钳工、跟班队长、技术员必须佩戴瓦斯便携仪，并按正常要求使用（7）在风机开关负荷侧设4台开停传感器,被断移变负荷侧设2台馈电传感器，以监测甲烷在超限时移变负荷侧是否断电。六、避灾路线发生火灾、煤尘、瓦斯爆炸时，现场人员必须立即佩戴好自救器，迅速地撤到撤至新鲜风流中，避灾路线为：6煤辅运大巷掘进工作面6#煤辅运大巷主斜井联络巷主斜井地面。七、排水系统：在巷道低洼处，有积水时应设水泵排水，积水多时在巷帮下部及时打水仓。放炮打水仓时，应按照煤矿安全规程有关规定执行，水仓规格200025001500mm 。排水路线：工作面6#煤主运大巷联络巷主运大巷主斜井地面。八、供电系统：（一）、6#煤辅运大巷总掘进量约966m。根据巷道布置方位供电方式为：采用两台移动变电站为其供电，一台1140v移动边站为综掘机及一部胶带机提供电源，另外一台660v移动变电站为二部胶带机、排水泵、喷浆机、钻机等提供电源。1140v移动变电站放置在主辅联巷内，660v移动变电站放置在风井下口。详细的供电方式见6#煤辅运大巷供电设计图。（二） 、掘进工作面负荷统计、变压器容量的确定1、负荷统计：设备名称型号数量功率（kw）备注风机jbt-6212*30一用一备胶带输送机js-80280一部为单机（40kw）张紧车jh-827.5排水泵qssk-307537.5信号综保zbz-424kva综掘机ebz-160c1246钻机zly53717.5喷浆机pc8u15.5空压机mlgf-13/7.5177.2由负荷统计表及供电设计图可知：1140v移动变电站总负荷为363.2kw,660v移动变电站总负荷为511.5kw（包括主运巷和总回巷的负荷）。2、移动变电站容量选择1140v移动变电站:sb= kxpe /cos=0.6362.2/0.7=310.5（kva）660v移动变电站：sb= kxpe /cos=0.6511.5/0.7=438.5（kva）式中： kx需用系数取0.6cos加权平均功率取0.7根据计算结果，主辅联巷放置的400kva移动变电站容量满足要求，电压等级为1140v，风井下口放置的500kva移动变压器容量满足要求，电压等级为660v。（三）、电缆网路计算1按载流量选择电缆1140v电缆i= kxpe/ 1.732uecos=0.6286/1.7321.20.7 =118（a）式中 kx：需用系数取0.6 cos：加权平均功率因数取0.7 主干线的电缆选用myp-1.2kv-370+125，载流量为217a,满要求。 660v电缆 i= kxpe/ 1.732uecos=0.5219.5/1.7320.660.7 =137.2（a）式中 kx：需用系数取0.5 cos：加权平均功率因数取0.7 主干线的电缆选用my-0.38/0.69-370+125，载流量为217a,满足要求。2、按正常情况下允许压降来选择电缆1140v电源系统允许电压损失为117v，计算时选择距离最远，功率最大的线路计算，选择综掘机计算。 支线电缆电压损失： uzkfpel1000/uepjs=1160201000/114042.50.950 =1.32(v)式中 pe：综掘机最大电机功率，kw l：支线电缆的实际长度, m pj：加权平均效率，取0.9 ：支线电缆芯线导体的电导率，m/(.mm2) s：支线电缆的芯线面积，mm2移动变电站电压损失: ub（ur%cospj+ux%sinpj） 0.91（750.84.440.6） 2.97 ubu2eub/100 12002.97/100 =35.64(v)式中 ：变压器的负荷系数取0.91ur%：变压器额定负荷时电阻压降百分数ux%：变压器额定负荷时电抗压降百分数cospj：变压器所带负荷的加权平均功率因数取0.8u2e：变压器二次侧额定电压干线电缆电压损失：干线允许最大电压损失为 ug=uy-(uz+ub) =117-(1.32+35.64) =80.04(v)干线截面：s=kf pel/uug.pj=0.52869111000/120080.0442.50.95=33.6mm2主干线的电缆选用myp-0.66/1.14-370+125,截面满足要求。 3、按起动条件校验电缆截面在校验时选择最严重的起动状态进行，那就是容量最大，供电距离最远的电动机起动，综掘机为/y启动。电动机最小允许起动电压： uqmin ue=11400.69786.6（v）式中 ue:电动机额定电压，1140v； kq：电动机最小允许起动转矩与额定转矩之比，取1.2；aq：电动机在额定电压下起动转矩与额定转矩之比，矿用防爆电动机取2.5。起动时支线电缆中电压损失 uziqlzcos103/az200100.8/42.5501.3（v） 式中 iq：截割头电动机起动电流，计算得200a;lz：支线电缆的实际长度， m；cos：电动机起动时的实际功率因数，取0.8；：支线电缆芯线导体的电导率，42.5m/(.mm2)；az：支线电缆的芯线截面，mm2。起动时干线电缆中电压损失uz=iq.cos.l/s =2000.8911/42.570 =85(v)：电缆导体芯线的电导率，42.5m/(. m)l：带综掘机主