3105运巷.docx
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3105运巷
目录
现场调研报告1
作业规程（措施）会审记录2
第一章工作面基本概况3
第一节巷道布置3
第二节工作面上下左右四邻关系3
第二章地质情况3
第一节煤层赋存特征3
第二节地质构造情况3
第三节预测或实测瓦斯、火、煤层情况4
第四节水文地质情况4
第三章巷道布置情况4
第一节巷道简述4
第二节 施工顺序5
第三节 巷道中腰线布置5
第四章巷道支护5
第一节 支护设计结论说明5
第二节 临时支护5
第三节 支护形式5
第五章掘进施工方式6
第一节 工艺流程6
第二节 施工设备7
第三节 作业方式7
第四节 循环进尺7
第五节 运煤方式7
第六章生产系统8
第一节 一通三防系统8
第二节 辅助运输系统11
第三节 供电系统11
第四节 压风系统14
第五节 供、排水系统14
第六节 监测监控系统14
第七节通讯系统15
第七章安全质量管理15
第一节工程质量验收要求15
第二节文明生产管理要求15
第三节煤质管理要求15
第四节机电设备管理要求16
第五节电缆及五小电器安装要求17
第八章劳动组织、循环图表与主要经济技术指标17
第一节 劳动组织图表17
第二节 正规循环作业图表17
第三节 主要技术经济指标表17
第四节 支护材料表18
第九章重大危险源及有害因素辨识18
第十章安全技术措施…………………………………………….....................………..19
第一节 爆破作业安全技术措施…………………………………....................….19
第二节 机电设备的安全措施…………………………………….........................20
第三节 开口施工及顶板管理安全措施…………………………………........….20
第四节防火、灭火措施…………………………………..................................….21
第五节 防治水安全技术措施（包括奥灰水）…………………………………….21
第六节 辅助运输等其它安全措施…………………………………................….22
第七节 安装拆除风机专项安全技术措施……………………………...……….23
第八节 探钻施工安全技术措施……………………………………....................23
第九节拔钻杆施工安全技术措施……………………………………..................25
第十节煤溜拆除安装安全技术措施……………………………………..............26
第十一章工作面避灾路线29
第一节避灾原则29
第二节避灾路线29
现场调研报告
地点
3105运巷开口处
时间
2011年10月7日
事项
炮掘
组织单位及组织者（签字）
一、现场情况：
1、开口处南翼运输上山支护形式为：
3.6×2.2m矩形工钢支护，棚距1m。
2、辅助运输系统：
运料时由31采区运输巷运至5#横贯，经人工运至工作面。
3、出煤系统：
工作面（皮带机）→31采区南翼运输上山（皮带机）→31采区南翼运输上山（煤溜）→采区运输巷（皮带机）→主井（皮带机）→地面
4、通风系统：
现在南翼运输上山内进风侧安有2台2×11KW风机。
参加调研人员（签名）
作业规程（措施）会审记录
单位：
开拓队
作业规程名称
《3105运巷开口炮掘安全技术措施》
主 持 人
记 录 人
会审时间
会审地点
施工单位
会审意见：
会审人员签名：
第一章工作面基本概况
第一节巷道布置
巷道名称：
3105工作面运巷
巷道用途：
3105工作面出煤
巷道位置：
3105运巷位于南翼运输上山内距3106风巷18.6m（中—中）处，沿煤层底板布置。
（见图1-1：
巷道平面布置图）
第二节工作面上下左右四邻关系
该巷道东部为上庄矿旧采空区，工作面南部距矿界约为400m,矿界外为白杨岭矿（已关闭），该矿与本工作面间为白杨岭村庄保护煤柱。
工作面西部为南翼运输上山和回风上山巷。
第二章地质情况
第一节煤层赋存特征
3105回风上山巷道沿3#煤层底板掘进,煤层平均厚度为2.2m,煤层中间含一层夹矸,厚度约为0.15m。
本煤层大致为东高西低,南高北低的单斜构造,根据《上庄煤业采掘平面图》煤层等高线分析，3105运巷，所处煤层底板平均坡度为5º左右，沿上山掘进。
巷道所处的3#煤层，煤层呈NW倾斜，倾角为5~11º，巷道底板标高为785~820m，埋藏深度约为135~170m。
巷道所处煤层，直接顶板为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩及细砂岩，裂隙不甚发育，3#煤层顶板平均强度为：
泥岩336kg/cm²，粉砂岩625kg/cm²，细砂岩5715kg/cm²，中粉砂岩1033∽1459kg/cm²。
底板主要为泥岩、砂质泥岩、中细粒砂岩，厚度为0.21∽13.09m,底板平均抗压强度为：
泥岩4575kg/cm²，砂质泥岩3955kg/cm²，细砂岩7015kg/cm²。
（见图2-1：
3105工作面顶底板煤岩柱状图）
第二节地质构造情况
3105运巷工作面东高西低，根据3106回风巷道揭露情况分析，施工点向前约10m，有一小断层，呈东西走向，为正断层，31采区南翼运输上山掘进过程中已揭露断层，通过钻探，探明断层内无水，构造较简单。
第三节预测或实测瓦斯、火、煤层情况
上庄煤业2010年度矿井瓦斯等级鉴定为相对瓦斯涌出量为37.18m3/t,绝对瓦斯涌出量为23.88m3/mim。
3105运巷布置在3#煤层中,根据山西省煤矿产品检测中心2010年7月6日检测结果。
3#煤层自燃倾向性为Ⅲ级,煤层不易自燃，煤尘具有爆炸性,爆炸火焰长度为20㎜,地温为15-17度，属地温正常区。
瓦斯涌出对巷道的施工有的影响,在施工中要加强对瓦斯的管理。
第四节水文地质情况
上庄煤业正常涌水量为5m³/h，最大涌水量为10m³/h，目前上庄煤业采空区面积占井田面积1/4，疏干降落漏斗基本形成，砂岩裂隙含水层静水储量已得到疏放。
该矿周边的4个小矿，其中已关闭的白杨岭矿位于上庄煤业上方，高位的老空区水可能对上庄煤业3105工作面产生侧向渗透补给。
汛期矿井涌水量变化不明显，预测随着深部水平的开采，矿井涌水量仍有增大趋势。
3105运巷所处煤层为3#煤层，3#煤层直接含水层为顶板砂岩裂隙含水层，涌水主要为3#煤层顶板淋水，对施工影响不大。
第三章巷道布置情况
第一节巷道简述
一、巷道开口位置及布置形式
3105运巷与31采区南翼运输上山巷垂直，开口处巷道方位角为64º，与3106风巷平行布置，距3106风巷18.6（中—中）m。
二、巷道断面
1、开口15m为机头硐室断面为：
4.6m×2.8m（梁×腿）梯形。
掘进断面积为11.76m²
2、3105运巷断面为：
3.6m×2.2m（梁×腿）梯形，掘进断面积为9.86m²，净断面积为8.14m²。
3、3105运巷钻场断面为：
3.6m×2.2m（梁×腿）梯形，掘进断面面积9.86m2。
三、巷道施工内容及长度：
1、3105运巷炮掘410m。
2、运巷炮掘施工15m为皮带机头硐室。
3、运巷钻场每隔80m一个，共计6个。
第二节 施工顺序
3105运巷施工前检查→3105运巷开口位置架抬棚→正常掘进→正常掘进414ｍ（包括钻场6个）
第三节 巷道中腰线布置
施工中，巷道中线以生产部给出为准。
巷道坡度变化或距离超长时，生产部测量组及时延挂中线。
第四章巷道支护
第一节 支护设计结论说明
3105运巷巷道均设计为梯形断面，掘进断面积为9.86m²，净断面积为8.14m²。
采用工钢刹杆网进行支护，工字钢规格为3.6×2.2（梁×腿）m,顶部布置6根刹杆,刹杆间距为660mm,刹杆距梁头为150mm,帮部布置3根刹杆,刹杆间距为800mm，刹杆距梁头为200mm。
所掘巷道顶部铺设金属网，金属网要求对接，双丝双扣孔孔相联，刹杆要用木楔背紧。
工钢棚棚距为1m。
所架工钢棚要求有50ｍｍ深柱窝。
第二节 临时支护
在掘进施工中采用前探梁作为临时支护，前探梁采用11#槽钢加工而成，探梁长度为1.8m。
安装时前探梁插在架好棚梁上，前探梁与顶板间用刹杆绞实。
第三节 开口处特殊支护形式
１、3105运巷开口处北帮扩帮1m，扩帮长度为15m，为综采工作面皮带头安装点。
开口向里15m设计为梯形断面，采用工钢刹杆网进行支护，工字钢规格为4.6×2.8（梁×腿）m，巷道顶部布置8根刹杆，刹杆间距为700mm，刹杆距梁下平面为300mm，本段巷道顶帮均铺设金属网。
2、在开口处架抬棚换穿梁，所架抬棚要求为双抬棚，穿梁规格为4.4m。
3、架抬棚换穿梁施工完成后，回掉开口处棚腿。
回棚腿前必须严格执行“敲帮问顶”制度。
4、双抬棚使用采用锚索u型卡吊梁加固。
5、开口段特殊规格工钢梁打设锚索悬吊梁加固，吊梁规格3.0m。
6、其他4.0m梁用锚杆u型卡吊梁加固。
第五章掘进施工方式
第一节 工艺流程
（一）3105运巷开口施工
施工工序：
打眼放炮——敲帮问顶、架设超前支护临时管理顶板——出煤——架棚——接溜
1、打眼放炮
施工前，首先详细检查施工点的支护情况，确无问题后，采用风动煤钻湿式打眼，按照“炮眼布置图”标出的眼位将炮眼打好。
按照“爆破说明图表”进行装药连线。
施工过程中严格执行“一炮三检”与“三人连锁放炮”制。
2、敲帮问顶，临时管理顶板
全断面一次引爆后，至少等5分钟，待炮烟被吹散后进入窝头详细进行敲帮问顶及时找掉浮煤活炭。
确无问题后，将2根（2.4m）长8#槽钢均匀穿插于已架好的棚梁上，并探出空顶区，用刹杆搭设于槽钢上将裸露的顶板绞紧，临时将顶板管理。
3、出煤
顶板临时管理好后，向煤堆及20m范围洒水，由专人监护煤溜开关，之后先人工挖出煤溜机尾，打好煤溜机尾压柱，然后信号联系开溜，在点动煤溜运转，无误后开动煤溜，洒水冲洗巷道，信号声音为“一声停、两声开”。
采用溜拉大锹和人工用小锹装煤的方法将煤装入煤溜运出（拉煤时，不得使用两张大锹同时拉煤）。
4、架棚
煤出完后，开始架棚。
按设计棚距挖好两帮柱窝，竖起两帮棚腿，上好帮拉杆，并由2人各扶稳一腿，由2—3人操作将梁上起，（若超前支护碍事可将其回掉，同时进行详细的敲邦问顶）上好顶帮拉杆铺顶网，校正中线、棚梁水平后，上顶、帮刹杆。
5、接溜
接溜时，拆紧链必须用5吨以上导链或专用紧链装置，链拆开后，将机尾延至窝头，对好溜槽，上齐大链刮板，后用导链或专用紧链装置紧好链。
然后打紧压溜柱或地锚进行试运转。
第二节 施工设备（见图6-3：
3105运巷及运绕炮掘设备布置图）
名称
型号
数量
电压
煤溜
SGB--40T
2
660
钻机
ZYJ380/210
1
660
风机
FBDNO6./2×11KW
2
660
磁力开关
QBZ-120
3
660
综合保护
BZX—4.0
3
660
磁力启动器
QBZ--30N
2
660
风机开关
QBZ-120+200
1
660
开关
QBZ-200
1
660
中断开关
BKD16-400
2
660
开关
QBZ-80
1
660
除尘风机
KCS-100D-I
1
660
第三节 作业方式
采用全断面一次起爆。
爆破落煤方式：
1炸药使用等级不低于二级的煤矿许用乳胶炸药，雷管使用毫秒延期电雷管；
2装药结构采用正向装药结构；
3起爆方式：
使用发爆器进行全断面一次起爆。
联线方式为串联。
第四节 循环进尺
工钢支护棚距1m,循环班进尺为2m，循环日进尺为6m；
第五节 运煤方式
装煤采用溜拉大锹和人工用小锹装煤，将煤装入煤溜中拉出。
运煤路线：
工作面（皮带机）→31采区南翼运输上山（皮带机）→31采区南翼运输上山（煤溜）→采区运输巷（皮带机）→主井（皮带机）→地面。
第六章生产系统
第一节 一通三防系统
一、巷道通风
新鲜风流：
31材料巷-南翼运输上山巷-供风局扇→3105运巷掘进面
乏风流3105运巷掘进面→南翼运输上山上段→南翼回风道→南翼回风上山→采区回风巷→总回风巷→地面
A.局扇供风采用压入式通风方式，局扇型号为2×11KW对旋式风机，风筒为抗静电阻燃胶质风筒，直径为600mm。
，风筒要求逢环必挂，吊挂平直风筒接口要使用快速接头不拐死角接口严密不漏风，拐弯用伸缩风筒，出现破口，及时粘补，风机实行挂牌管理，专人负责。
每天必须由专职电工将风机进行一次双风机自动切换切换试验。
风筒连接用快速接头时必须做好压边炮掘末节风筒用阻燃性，抗撞击的硬质风筒。
B.3105运巷掘进供风，局扇安设在南翼运输上山巷。
C.风量计算：
（依据潞安集团公司“一通三防”管理制度：
矿井风量计算细则）
计算如下：
1.按瓦斯涌出量计算Ｑ掘＝100×Q掘×K
Ｑ掘-----掘进工作面实际需要的风量，m3/min
Q掘------根据参照3105风巷掘进期间瓦斯涌出量取1.2m3/min。
Ｋ-------掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。
Q掘＝100×1.2×2＝240m3/min
2.按工作面人数进行计算
Ｑ掘＝4Nm3/min＝4×17＝68m3/min
式中Ｑ掘-----掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Ｎ-------掘进工作面同时工作的最多人数，人；
４-------每人供给的最小风量，m3/min。
3.按炸药用量计算：
a=25A=25×6.4=160m3/min
A-掘进工作面一次爆破最大炸药用量
25-每公斤炸药爆炸时所需风量
4按风速验算：
１）按最小风速验算：
240m3/min＝18×9.86=177.48m3/min
２）按最高风速验算：
240m3/min＝240×9.86＝2366.4m3/min
式中：
Ｑ掘—掘进工作面正头风量m3/min
Vmin——最低允许风速煤巷取18m3/min
Vmax——最高允许风速煤巷取240m3/min
S——掘进巷道净断面面积m2
根据以上计算确定掘进工作面正头需风量为240m3/min。
5、局部通风机供风量计算
Ｑ局=KＱ掘=1.2×240=288m3/min
式中：
Ｑ掘—掘进工作面正头的需风量m3/min
K——掘进工作面风筒漏风反算出的系数取1.2
6、掘进工作面最小全风压需风量计算
Q全=Q局+18s=288+18×9.86=465.48
Q局=1.2×240=288m3/min
S——掘进巷道净断面
18——局部通风机至掘进工作面回风之间的风速。
掘进工作面风机安设在地面，不需进行全风压计算
经计算按瓦斯涌出量计算的风量最大，故工作面风量确定为240m3/min.
根据以上计算选用风量范围（210-350）对旋式局部通风机，φ600mm的胶质风筒，可满足工作面供风要求。
二、综合防尘
A、防尘系统：
工作面供水由采区运输巷4寸静压水管接到工作面，水管每隔50米接一三通阀门编号管理，供洒水防尘用，水管吊挂平直，接口严密不漏水。
B、防尘措施：
1、根据通风质量标准化标准，确保距工作面5—10m处安装放炮自动喷雾装置，各转载点安装合格的喷头，位置固定并保证正常使用。
2、巷内布置净化风流水幕，距窝头不超过50m。
掘进时，水幕喷雾正常，封闭巷道全断面。
3、各转载点必须保证喷雾正常有效使用，水流畅通。
4、生产过程中必须班班冲洗窝头50m范围内巷道，窝头往外50--100m巷道每日冲洗一次，100m以外每周冲洗一次。
5、挡尘帘布置于净化风流水幕外0.5m处，距窝头不超过50m。
掘进时，封闭巷道全断面。
6、装炮时必须装水炮泥、装水炮泥应符合标准。
三、防治瓦斯及排放瓦斯措施
1、工作面供电实行“三专两闭锁”。
2、施工时，必须及时延挂风筒风筒距工作面小于5-10米风筒进行编号管理。
3、局扇实行专人负责，挂牌管理，严禁无计划停风。
4、停风期间，严禁进入无风地点作业。
因故停风时，停止作业撤出工作人员，及时查清原因进行处理运巷外回风口上10米处吊挂CH传感器，当瓦斯浓度超过1%时，实行自动断电包括掘进队3部煤溜。
5、工作面必须设置CH4检测传感器，且正常维护。
6、队干、工长、机电维护工、爆破工下井时，必须携带合格的瓦斯报警仪。
7、局扇恢复送风前，必须检查瓦斯情况，当局扇开关及附近10m范围内瓦斯浓度不超过0.5%，局扇供风区域内瓦斯浓度不超过1%，方可人工恢复送风，否则当瓦斯浓度超限时，必须采取措施进行瓦斯排放。
8、瓦斯排放要实行分级管理：
（1）瓦斯浓度不超过2%，由通风部门负责人在矿调度室组织指挥，指定人员组织现场人员排放。
（2）当但瓦斯浓度达到2%—3%时，由主管通风的副矿长（矿技术负责人）在矿调度室组织指挥，由矿通风部门领导现场组织人员进行排放。
（3）当瓦斯浓度大于3%时，由矿长在调度室组织指挥，主管通风的副矿长（矿技术负责人）现场组织排放瓦斯工作。
9、排放瓦斯前，必须撤出瓦斯流经过巷道内的所有人员，切断电源，并设专人进行警戒。
10、排放瓦斯时局扇严禁发生循环风，严禁“一风吹”和高瓦斯浓度直接排放。
采用分段排放瓦斯时，只有在排放段内的瓦斯浓度降到1%以下，CO2浓度降到1.5%以下，方可进行下一段排放瓦斯工作。
11、排放瓦斯风流与全风压风流混合后的风流经过区域的瓦斯浓度不得超过1.5%。
12、当排放瓦斯区域的瓦斯浓度降到1%，CO2浓度降到1.5%以下，经全面安全检查情况正常，无局部瓦斯积聚并且稳定30min后方可结束排放瓦斯工作。
13、工作面按要求设置压风自救装置，且正常维护使用。
压风自救系统：
31皮带巷压风管路→南翼运输上山→3105运巷压风管路→工作面压风自救装置。
四、防火防爆
1、在配电点（开关超过3台以上）处必须配备2个合格的灭火器，一个消防沙箱，并装有不少于0.2m3的消防沙，沙袋不少于10个，消防锹一张。
2、井下所用胶带风筒必须具有抗静电阻燃性质。
3、各类油脂严禁井下存放，各减速箱漏油必须及时处理，地下油迹必须及时清理干净。
4、其它严格执行《煤矿安全规程》第244条规定：
视火灾性质灾区通风和瓦斯情况立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室，矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。
矿值班调度和现场的队、班组长应按照灾害预防和处理计划的规定，组织人员带好自救器，沿避灾路线撤离。
5、工作面加强煤尘防治管理，严格杜绝煤尘堆积现象。
第二节 辅助运输系统
运料：
由31采区运输巷运至5#横贯，人工抬运或用小推车运至工作面。
地面→副井绞车→31采区运输巷绞车→5#横贯→工作面（人工）。
第三节 供电系统
一、负荷统计
1、出煤系统（220KW）
工作面40D煤溜（4部）→皮带巷皮带，经主运输皮带系统到地面。
2、通风系统：
（44KW）
采用压入式通风方式，局扇为2×11KW（660V）对旋式风机，南翼运输上山（风机）→南翼运输上山→工作面→南翼运输上山与南翼回风上山3#横贯→31采区南翼回风上山→采区回风巷→回风下山→总回风巷→风井→地面
3、电气设备及负荷统计表
名称
型号
电压V
功率（KW）
数量
煤溜
SGB-40T
660
55×4
4部
风机
FBD-NO6.3
660
2×11
2台（备用1台）
探水钻
ZYJ-380/210
660
15
1台
总计
279
二、负荷分配：
根据现场地理位置情况，负荷分配方案如下。
1、生产供电：
由中央变电所3006#高开经一趟3×50/10KV高压电缆供给采区运输巷510ｍ处KBSGZY630-630/10掘进移变，由移变输出660电压，供给各动力符荷。
2、局扇采用双电源供电，主局扇电源来自“三专”系统一回路，副局扇电源来自“三专”系统二回路。
两回路电源均由抽放硐室下口移变接入。
主副局扇电源安装双风机双电源自动切换装置
三、电缆、开关选型以及整定计算
电缆选型：
电缆选型的三个要求，载流量必须大于实际通过的流量；最末端电压降能够满足最大设备负荷启动；开关两相短路电流值应符合不得大于等于1.2；缆选型要符合《煤矿安全规程》规定，保证电缆长时间工作不发热。
（一）局扇:
主副局扇专线均从瓦排硐室下口局扇专线接入,距离为150m,按照实际设备负荷额定电流选择开关电缆截面。
所带负荷局扇为2×11KW，经验电流值为：
22×1.12=24.64A
查资料得,KBSGYZ630-10/0.69移变,额定电压为690V,二次电缆换算长度为250×1（50mm²截面换算系数）=250m,电缆末端两相短路电流值为2683A,最大负荷开关短路电流整定为
22KW×1.12×8=197.12A,灵敏度Ki=2683A÷197.12A=13.61。
所以选择50mm²橡套低压电缆，长度为250m。
电缆截流量173A>41.44A。
电压降校验:
压降值ΔU=1.732×RI=1.732×（22×1.12）×（0.38×0.15Km）=2.43。
允许电压降值为690×5%=34.5V。
故选用：
MYP-50mm²截面电缆能够满足需要。
（2）皮带机、煤溜400馈电开关—中断开关，距离为100m，按照实际设备负荷额定电流选择电缆截面。
所带负荷为165KW，经验电流值为：
165×1.12×0.9=166.32A
查资料得,KBSGYZ630-0.69/10移变,额定电压为690V,二次侧电缆换算长度为250×0.53（95mm²截面换算系数）=132.5m,电缆末端两相短路电流值为3992A,最大负荷开关短路电流整定为
165KW×1.12×8=1478.4A,灵敏度Ki=3992A÷1478A=2.70。
选择25mm²橡套低压电缆，长度为320米。
电缆截流量215A>96A。
电压降校验:
压降值ΔU=1.732×RI=1.732×（165×1.12）×（0.267×0.1Km）=8.55V。
允许电压降值为690×5%=34.5V。
故选用：
MYP-95mm²截面电缆能够满足需要。
2、开关整定计算详见附表：
所选开关额定电流不应小于所控设备的最大负荷电流。
编号
名称
负荷（KW）
选用开关
保护
装置
I>（A）
I>>（A）
Id²（A）
1
主局扇
2×11
QBZ-80+80
BJD
24
7倍
2078
2
副局扇
2×11
QBZ-80+80
BJD
24
7倍
2078
3
中断
104
BKD-400
BJD
100A
7倍
3449
4
中断
165
BKD-400
BJD
160A
7倍
5124
5
信号中保
1
ZBX-4
BJD
10A
四、供电系统图（附图7-3：
供电系统示意图）
五、电气设备及材料
名称
规格
数量
名称
规格
数量
电缆
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