1890煤礦二采區回風斜井掘進作業規程

第一章 概 述

第一節 概 述

一、巷道名稱

本《作業規程》掘進的巷道名稱為： 1890煤礦二采區工程回風斜井井筒掘進工程。

二、掘進目的及用途：擔負1890煤礦二采區回風、人員安全出口等任務。

三、巷道設計長度及服務年限：本巷道設計743米，其中表土段40m，基岩段703m。躲避硐每40m一個，共18個。

巷道掘進斷麵：19.22-23.1㎡

巷道淨斷麵：13.80-16.95

坡度：150

掘進方式為：炮掘

服 務 年 限：9.34年。

四、預計開竣工時間;按合同要求和施工計劃安排：預計工期12個月，自2014年7月15日開工，預計2015年7月14日竣工。

第二節 編製依據

一、采區設計說明書及批準時間

采區設計說明書名稱為：一八九〇煤礦二采區設計方案說明書

批準時間為：

二、地質說明書及批準時間

地質說明書名稱為：《二采區回風斜井掘進工作麵地質說明書》

批準時間為：

三、《煤礦安全規程》(2011年版帶注釋)

四、《煤礦作業規程編製指南》

第二章 地麵相對位置及水文地質情況

第一節 地麵相對位置及鄰近采區開采情況表

井上、下對照關係表：

概

況煤層名稱水平名稱采區名稱二采區

工作麵名稱回風斜井地麵標(m)1839.983工作麵標高(m)+1700m～+1790

地麵位置回風斜井井筒位於二采區中部。處於工業廣場的西南部，該井筒掘進對應地麵為荒山，無房屋等地麵建築及山塘水庫河流等水體。所以開掘對地麵無影響。

井下位置及四鄰采掘情況該斜井西北部以6勘探線北西150m留20米保護煤柱為界，東南部以井田境界保護煤柱為界，北部以公路保護煤柱為界，上部以+1800m水平為界，下部+1685m水平為界。根據以往井筒的施工情況看，本井筒施工過程中，無采空區、空巷、積水等情況。

第二節 煤 ( 岩 ) 層賦存特征

1、采區內1-1號、1-2號、2-1號、2-2號、4號煤層為主采煤層。采區內煤層較集中，各煤層間的層間距不大。煤層厚度變化有其規律性。

2、1-1號、1-2號、2-1號、2-2號、4號煤層簡介：1-1號煤層厚度0.93～4.52m，平均2.27m。煤層傾角9°-25°。1-2號煤層可采厚度0.70～11.31m，平均2.98m，煤層傾角9°—25°;與下伏2煤層間距5.34～27.25m，平均11.58m。2-1號煤層可采厚度0.72～2.49m，平均1.28m，煤層傾角9°—25°。2-2號煤層可采厚度0.81～10.66m，平均3.71m，煤層傾角9°—25°。與下伏3號煤層間距為22.15～51.69m，平均44.15m。3號煤層與下伏4號煤層間距17.54～44.38m，平均23.79m。4號煤層可采厚度0.73～4.02m，平均1.59m，煤層傾角9°—25°。與下伏一采區5號煤層間距為26.28～56.08m，平均41.28m。

瓦斯、煤塵、煤層自然傾向性

井田內煤層露頭起40m～50m深度範圍內為風氧化帶，150m以下為瓦斯帶，地質報告未提供井田內各煤層瓦斯含量。依據重慶煤科院提供資料，二采區參照+1682m水平運料石門揭露4#煤層的瓦斯湧出量資料，按高瓦斯采區考慮。依據地質報告提供資料，煤塵爆炸指數(Vr)一般在24%～45%左右，撲滅火焰的最低岩粉量在25%～75%之間，井田內各煤層的煤塵均具爆炸性。依據地質報告提供資料，井田各煤層淺部風氧化帶內，燃點溫度306℃～325℃，自燃指數(T)=33℃～39.5℃，煤層有自燃發火傾向。風氧化帶以下煤層燃點溫度381℃～402℃，自燃指數(T)=9℃～14℃，煤層不易自燃。

第三節 地 質

1、本工作麵岩層總體構造形態為向南傾斜的單斜構造，賦存條件穩定。

2、依據鑽孔資料和鄰近煤岩揭露情況，石門掘進區域不受斷層影響，但受褶曲影響。

3、工作麵個別點頂板裂隙發育，比較破碎，易出現脫層現象。加強頂部支護。

4、施工過程中嚴格按要求打設探孔。

煤層柱狀圖為：綜 合 柱 狀 圖

煤岩性名稱柱狀厚度煤(岩)性描述

2、地質平麵圖、地質剖麵圖：

第四節 水文地質情況

根據以往地質勘探資料對礦井水文描述並結合礦井實際采掘情況來看， 一八九〇煤礦二采區即將開采的1-1號、1-2號、2-1號、2-2號、4號煤層。其直接充水含水層為八道灣組含煤岩係裂隙含水層。八道灣組含煤岩係裂隙含水層因其富水性較強可能會對井下安全造成危害;地表水艾維爾溝河的滲漏而成為礦床充水的危險水源。

第四係中等富水性含水層主要分布在河床及河流兩岸和支溝的河穀內，含水層主要為Q4的衝洪積層。主溝含水層一般厚度不超過10m，由砂礫石、卵石及漂石組成。支溝水力坡度大，滲透性強，古河床水量不大，此含水層直接受河水補給，含水層水也向河裏排泄，成互補關係，此層水及河水是礦區開采的主要隱患。

根據現階段一八九〇煤礦實際測水資料(一八九〇煤礦最大湧水量300m3/h, 最小湧水量260m3/h,)預計二采區正常湧水量230m3/h。

第三章 巷道布置及支護

第一節 巷道布置

一開口位置及施工順序

1、開口位置：井筒方位270°，傾角12°。井口坐標具體為

X=4762242.708 Y=29544499.878 Z=1839.983。

2、施工順序：回風斜井井筒總長度為743m，其中表土段40.0m,基岩段703m，，躲避硐18個。按照從上往下一次成型施工。

圖1-2-1 巷道平麵、剖麵示意圖

二、中腰線標定

1、開口掘進時，地測人員按工作麵設計圖及時標定中腰線，並有醒目標記，隊組嚴格按照中腰線施工。

2、激光儀在使用過程中，隊組跟班隊幹每班開工前進行核實，確保中線的正確使用，如發現激光儀中線偏離，及時通知地測科進行調校。

3、激光儀在使用過程中，夠100m距離需設置一組檢核點，使用最大距離200m。

4、過構造(1米以上斷層及無炭柱)時，應標定腰線。

第二節 礦壓觀測

一、觀測目的

根據焦煤集團及1890煤礦安全生產的要求，為了保證工程質量和掌握岩層礦壓分布以及巷道圍岩的變化情況，要對本巷道進行頂板離層監測、頂和兩幫移近量監測、錨杆載荷的監測。

二、觀測站布置及測點安設

(一)頂板離層監測：頂板離層指示儀安裝在巷道開口處，巷道頂的中部，以便監測頂板變形的全過程。

(二)錨杆承載檢測每打300根錨杆選點抽樣檢測一組，每組檢測3根(頂一根，兩側幫各一根)並做好記錄,如設計或材料變更時,應另取一組,每組不得少於3根。根據檢測結果評判錨杆錨固力和安裝質量。螺母擰緊力矩每班必須抽查，所需儀器數量見下表。

序號名稱及規格數量備注

1卷 尺(5m)5把

2頂底板位移離層指示儀1個開口處安裝一個

3液壓錨杆拉力計1台

4扭 矩 扳 手4個

觀測儀器一覽表:

三、觀測內容

(一)觀測頂板離層指示儀刻度值是否有變化，並做記錄。

(二)觀測錨杆受力承載情況：巷道每打300根錨杆隨即對巷道頂幫錨杆選點抽樣檢測一組，進行拉拔試驗並進行記錄。

現使用的錨杆拉拔力計型號為MZ-20型，說明書中拉力與壓強對照表為：

1MPa5MPa10MPa20MPa30MPa57MPa

0.52t2.6 t5.2 t10.4 t15.6 t30 t

(三)觀測錨杆螺母擰緊力矩情況，可各班用扭矩扳手隨即對巷道頂幫錨杆進行檢測。

序 號觀測內容觀測目的測量工具

1頂板離層監測頂板穩定狀況，及時采取安全措施離層指示儀

2錨杆受力檢測錨杆強度是否合適，以調整密度錨杆拉力計

3螺母擰緊力矩檢查錨杆安裝質量扭矩扳手

觀測內容、目的及方法見下表：

四、觀測儀器及使用方法

對頂板離層指示儀要實行掛牌管理，在巷道開口頂的中部安設離層指示儀做觀測基準點，在觀測點旁邊掛觀測牌板，讀取儀器上頂板離層位移數據並記錄在牌板上。

五、觀測時間

觀測頂板離層位移情況，在安設好觀測點後即可進行第一次觀測，對距掘進工作麵100m以內的測點，每天觀測一次，100m以外每周1次。當圍岩變形量趨近於平穩後每30天進行一次觀測，新設測站與上測站的觀測方法和時間一樣。

第三節 支護設計

一、說 明：

1、本巷道布置

回風斜井井筒總長度為743m，其中表土段40.0m,基岩段703m，躲避硐18個。井筒傾角12°，方位270°。井口坐標具體為

X=4762242.708 Y=29544499.878 Z=1839.983。

按中、腰線進行掘進。局部可能會遇到破碎，因此在掘進當中要認真執行敲幫問頂製度，嚴防頂板事故

2、井筒斷麵

(一)表土層

表土層井筒斷麵為直牆半圓拱形，表土層又分兩個斷麵。(1)斜井口平巷段一長7m，毛寬5800-5300mm，毛高4100-4800mm　，毛斷麵19.22-23.1㎡。淨寬4500mm，淨高3500-4250mm。淨斷麵13.80-16.95㎡。(2)斜井口平巷段二長4m，毛寬5800-5300mm，毛高4800mm　，毛斷麵23.1㎡。淨寬4500mm，淨高4250mm。淨斷麵16.95㎡。(3)井口斜巷長45.0m，毛寬5800-5300mm mm，毛高4800mm　，毛斷麵23.1㎡，淨寬4500mm，淨高4250mm。淨斷麵16.95㎡。混凝土澆築厚度450-650mm，澆築混凝土強度C25-C20，底板鋪底：砂漿100mm。水溝靠左幫井筒，淨寬*淨高300×200mm，壁厚100mm。

圖3-1-3 表土層斷麵支護示意圖

(二)基岩層

基岩層井筒斷麵為直牆半圓拱形，毛寬4660mm，毛高4430mm　，毛斷麵17.12㎡。淨寬4500mm，淨高4250mm。噴射混凝土澆築厚度80mm，淨斷麵16.95m²。鋪底：混凝土厚度100mm。躲避硐毛寬2100mm，毛高2050mm，深1500mm，毛斷麵2.74㎡，噴厚50 mm。噴射混凝土強度C20，水溝靠左幫井筒，淨寬*淨高300×200mm，壁厚100mm。

圖3-1-4基岩層斷麵支護示意圖

圖3-1-5錨杆分布斷麵示意圖

3、巷道允許誤差：寬度0～+50mm，高度0～+50mm

二、錨杆支護作用原理

1、懸吊作用：用錨杆將直接頂懸掛在堅固的直接頂上。

2、組合梁作用：是把層狀岩體用錨杆連接並緊固，錨杆把數層薄岩層組合成類似鉚釘加固的組合梁，提高了岩層的整體抗彎能力。

3、擠壓加固拱作用：錨杆通過錨頭和墊板對圍岩產生壓應力，形成組合拱。

說明：以上幾種理論對於錨杆來說，隻有在產生拉應力的前提下才起作用。因此在施工中一定要將螺帽上緊，並將墊板與頂貼實，產生一定的拉應力。

一、錨杆、錨索支護參數計算(按斷麵寬 3.7m，高2.5m計算)

按巷道斷麵為 3.7× 2.5進行驗算，采用Ф18×1800錨杆配合鐵托板，錨索采用Ф15.24×7300進行支護。

1、按懸吊作用理論錨杆支護參數的計算

(1)錨杆長度L的確定：

L=l1+ l2+ l3

式中：l1—錨杆外露長度，采用木墊片、鐵托板支護，l1取50mm，

l2—錨杆有效長度。

l2 =B / 2f

B—巷道跨度，取(明槽段5800mm，暗槽段4660mm)

f —普氏岩石堅固性係數，由於直接頂為複合性頂板，取最小值，4.5

l2 =B / 2f=5800/2×4.5=644.4mm。l2‘=B / 2f=4660/2×4.5=517.8mm

l2≥有範圍易調查確定的易碎直接頂厚度(頂板圍岩屬於Ⅱ、Ⅲ類較穩定或中等穩定圍岩，l2取值範圍為0.411～1.4m)m

l3—深入穩定岩層長度，按錨固粘結力(πdτcl3)等於杆體屈服或拉斷承載力(π/4d2σ2)而得的公式估算：

l3= dσ2 / 4τc=495mm

式中：d—錨杆直徑，18mm;

σ2 —杆體材料的設計抗拉強度，Ф18螺紋鋼錨杆設計抗拉強度為550Mpa。

τc —錨杆與樹脂的粘結強度，螺紋鋼取5.0 Mpa。

錨杆長度：L= l1+ l2+ l3=50+(411.1～1400)+495=956.1～1945 mm

所以錨杆采用長度1800 mm能夠滿足使用要求。

(2)按錨杆杆體承載力與等抗拔力強度原則確定錨杆直徑d

錨杆錨固力Q等於錨杆杆體承載力P，P=π/4d2σ2，由P=Q得：

d=1.13√Q/σt

式中Q —按我礦現場抗拉拔力試驗數據取68600N;

σt —錨杆杆體材料的設計抗拉強度，按普通低碳鋼抗拉強度取值420 Mpa。

d=1.13√Q/σt=1.13√68600/420×106=0.0144m=14.4mm

所以錨杆直徑選擇為18mm大於14.4mm可滿足支護需要。

(3)錨杆間排距

根據每根錨杆懸吊岩石載荷大小確定錨杆間距(a)與排距(b)(通常a=b),及錨杆懸吊岩石載荷(G=a2l2γ)等於錨杆的錨固力(Q)。在考慮安全係數(K)的情況下

a=0.028d√σt /Kγl2

式中：a—錨杆間距，取1m;

K—錨杆安全係數，一般取K=1.5～1.8,取最大值1.8;

γ—岩石容重，KN/m3。取25.6

l2 —錨杆有效長度：1.8-0.5-0.495=0.805m

a=0.028×18√550/1.8×25.6×0.805=1.940m

錨杆間排距采用1.1m×1.1m，能滿足支護要求。

(4)錨索長度的確定

根據我礦施工經驗，錨索支護使用的鋼絞線長度應根據巷道頂板岩性特征來確定，以確保鋼絞線錨固在穩定的岩層中。

巷道特征表

巷道名稱掘進斷麵淨斷麵水溝斷麵支護方式錨杆深最大

空頂

距支護規格

岩層斷麵形狀寬牆高全高麵積寬牆高全高淨麵積淨寬淨高頂幫

二采區回風斜井mmmm2mmmm2mmmm

白沙半圓拱4.662.14.4316.954.524.250.060.20.3

第三節 支護方式

一、臨時支護

1、支護方式本巷道使用帶帽木點柱及金屬前探梁兩種臨時支護方式。

(1)、頂板完整時，采用帶帽木點柱臨時支護。其中木點柱采用原木直徑300mm，長度4200mm，並“穿鞋戴帽”。木帽規格長度450mm、寬150mm、厚50mm。使用2根木點柱，在未使用木點柱臨時支護前，工作麵不得進行任何形式其他工作，在使用帶帽木點柱臨時支護後，必須打錨杆。不得在前探粱臨時支護下進行掘進。

(2)、頂板好時，使用金屬前探梁作臨時支護，前探金屬管采用Φ108mm鋼管，長度4000mm;吊環用Φ20mm以上圓鋼製作，吊環內徑130mm，吊環上焊接120×120mm(厚度δ10mm)鋼板，鋼板中心打孔，孔徑根據巷道永久支護的錨杆直徑確定。

采用懸吊式前探梁，每根金屬管的吊環不得少於2付，錨杆懸吊式前探梁用螺母將吊環固定在工作麵已錨固安裝好的第一、第三排頂部錨杆上;將金屬管穿入吊環中，一端前竄至迎頭，上好背板，背板規格為長*寬*厚=1200*150*50mm。用木楔背緊、背牢。

2、支護要求

(1)、炮掘岩巷落渣後，首先敲幫問頂，找掉偽頂及活煤活渣，及時支護木點柱或前移前探梁、鋪聯網。

(2)、臨時支護時間不超過20分鍾。

(3)、梁頭必須緊貼煤壁，嚴禁空頂，前探梁與頂板之間必須背緊背牢。

(4)、前探梁長度4m，使用2根前探梁，分別位於左右第一、三根錨杆上。

(5)、混凝土初噴必須緊跟工作麵。

3、控頂距離

臨時支護控頂距離：頂板完整時為1.8m,頂板不完整時為0.8m。

二、永久支護

1、表土層

(1)、根據施工圖設計要求永久支護采用鋼筋砼支護，井筒軸向采用φ16mm螺紋鋼，橫向采用φ12mm螺紋鋼，軸向*橫向=250*250mm，雙層。鋼筋砼拱部厚450mm，牆上部厚450mm，牆下部厚650mm,梯形。鋼筋砼強度C25。

(2)、表土暗掘段臨時支護采用超前探管、錨杆支護，土層穩定性較差時再增加噴砼加強支護。

2、基岩層

(1)、根據施工圖設計要求永久支護采用錨網噴支護，噴射砼標號C20，厚度80mm。錨杆體材料為II級螺紋鋼錨杆，藥卷ck2335型，每孔3卷，錨杆ф18×1800mm，間、排距800×800mm(±100mm);托盤為Q235鋼板120×120 mm，厚8 mm。網片采用Φ6mmQ235鋼筋焊接金屬網，網的規格為長×寬=1500×1000mm，網格為長×寬=100×100。網搭茬連接，搭接長度不小於100mm，相鄰兩塊網之間要用14#鐵絲連接，連接點要均勻布置，間距0.4米。

(2)、支護要求

①、錨噴支護時，采用錨杆緊跟迎頭的支護方式，采用先錨後噴的方式;當圍岩穩定性較差時，先把活矸除去，初噴不小於40mm厚的混凝土封閉圍岩，待初噴射混凝土初凝後，再打錨杆掛網片，再噴到設計厚度。

②、頂部初噴距迎頭不得超過3m，複噴距迎頭不得超過30m，初噴厚度為30-40mm，複噴總厚度不低於80mm，灑水養護時間不少於28天。

③噴射混凝土材料：采用32.5普通矽酸鹽水泥，砂為中粗砂，石子粒直徑5～15mm，將粒徑大於15mm的石子控製在15%以下，石子過篩，並用水衝洗幹淨，噴射混凝土強度等級C20，配比為水泥：砂：石子：水=1：2.15：2.33：0.45;速凝劑摻入量為水泥重量的5%。

第四節 支護工藝

一、錨網噴工藝流程

敲幫問頂→引中腰線→畫巷道輪廓線→布置炮眼→打炮眼→檢查瓦斯→裝藥聯線→檢查瓦斯→撤人放警戒線→爆破排煙→檢查瓦斯→檢查爆破效果→灑水滅塵→排險(敲幫問頂)→掛網→支設前探梁→施工頂部錨杆眼→安裝頂部錨杆→撤除前探梁→裝岩→施工兩幫下部錨杆→初噴漿→後複噴。

二、錨杆安裝工藝

1、打錨杆眼

打眼前，先敲幫問頂，仔細檢查頂幫圍岩情況，找掉活矸、危岩，確認安全後、方可開始工作，而後按照中、腰線嚴格檢查巷道斷麵規格，不符合設計尺寸時須先進行處理;拱部錨杆眼采用風動錨杆機進行打眼，柱齒釺頭，中空六角鋼釺杆，幫部錨杆采用風鑽打眼，錨杆眼的位置要準確，眼位誤差不得超過100mm，眼向誤差不得大於15度。錨杆眼深度1750mm，打眼時應在釺子上做好標誌，嚴格按錨杆長度打眼，錨杆眼打好後，應將眼內的岩渣、積水清理幹淨。打眼的順序，應由外向裏先頂後幫的順序依次進行。

2、安裝錨杆

(1)送樹脂藥卷：穿錨杆眼裝入兩卷錨固劑，先穿快速錨固劑，後穿慢速錨固劑。在用錨杆慢慢將錨固劑推入孔底。

(2)攪拌錨固劑：用攪拌接頭將鑽機與錨杆螺母連接起來，然後升起鑽機推動錨杆，當鑽機升到錨杆托盤頂至岩麵時，停止升鑽機，攪拌20秒後停機。

(3)緊固錨杆：攪拌停機50秒後再次啟動鑽機。錨杆螺母在鑽機的帶動下進行旋轉，保證在其錨杆扭矩力不小於80N.m以上，錨杆的拉拔力達到80KN。否則施工時需采用人工將扭矩力增加至80N.m以上。

3、錨杆安裝完成後要符合下列要求

(1)錨杆間排距誤差為±100mm。

(2)錨杆孔軸向偏差要控製在設計規定的15°以內。

(3)錨杆孔深不得小於杆體有效長度，且不得大於杆體有效長度50mm。

(4)錨杆端部必須推至孔底，外端螺紋露出螺母的長度為10-40mm。

(5)錨杆的孔位、孔深、角度、錨固力符合設計要求。

(6)托盤必須緊貼岩麵，螺母擰緊，頂緊力達到設計要求。

三、噴射混凝土

1、準備工作

①檢查錨杆安裝是否符合設計要求，發現問題及時處理。

②清理噴射現場的矸石雜物，接好風、水管路，輸料管路要平直不得有急彎，接頭要嚴密，不能漏風，嚴禁將非抗靜電的塑料管做輸料管使用。

③檢查噴漿機是否完好，並送電空載試運轉，緊固好磨擦板，不得出現漏風現象。

④噴射前必須用高壓風水衝洗岩麵，在巷道拱頂和兩幫應安設噴厚標誌。

⑤噴射人員要佩戴齊全有效的勞保用品。

2、噴射混凝土的工藝要求

噴射順序為：先牆後拱，從牆基開始自下而上進行，噴槍頭與受噴麵應盡量保持垂直。噴槍頭與受噴麵的垂直距離以0.8-1.0m為宜。

采用轉PZ-7B型混凝土噴射機，噴射時，噴漿機的供風壓力在0.2-0.3Mpa，水壓應比風壓高0.1MPa左右，加水量憑射手的經驗加以控製，最合適的水灰比是0.4-0.5之間。噴射過程中應根據出料量的變化，及時調整給水量，保證水灰比準確，要使噴射的濕混凝土無幹斑，無流淌，粘著力強，回彈料少，一次噴射混凝土厚度30-40mm。初噴緊跟迎頭，複噴在耙矸機後進行，與迎頭平行作業。複噴前必須用高壓水重新衝洗受噴麵。

開機時必須先給水，後開風，再開機，最後上料;停機時，要先停料，後停機，再關水，最後停風。噴射工作開始後，嚴禁將噴射槍頭對準人員，噴射中突然發生堵塞故障時，噴射手應緊扭噴頭並將噴口朝下。

3、噴射質量

噴射前必須清潔岩幫，清理浮矸，噴射均勻，無裂隙，無“穿裙、赤腳”。

四、規格偏差及質量要求

按本規程第七章“質量技術要求”中要求執行。

第四章 施工工藝

第一節 施工方法

一 明槽施工

施工前地測人員必須提前標定開門位置，標定巷道中腰線，施工人員嚴格按線施工。明槽開挖采用w-50型挖掘機開挖，10.5t自卸汽車排土，兩幫按45°放坡。明槽開挖寬度比巷道掘進寬度各增加300mm,明槽開挖結束後用電動衝擊夯HC70D夯實基礎及底板，開始自下向上進行穩模澆築。砼強度等級C25,澆築砼采用20#槽鋼作為內外镟轂，內模镟板為鋼模板，外模為建築鋼模。以形成整體砼結構，增強其防水性能。噴射砼配合比按砼試塊試驗通知單進行。

二 明槽轉暗槽施工

1)進洞：明槽段澆注完畢，在回填前，要在工作麵沿掘進輪廓施工頂部超前支護，沿頂部周圈掘進輪廓線，用風鑽打眼，然後釘入Ø30鋼管，布置間距200 mm，眼深不少於2.5米，鋼管長度不少於3米，釘入深度不少於2.5米，後麵搭在明槽澆注好的砼頂板上。

每掘進一個循環，必須先按同樣方法施工超前頂部支護。

進洞掘進每循環掘進進尺不得大於1.2米，使用風鎬、手鎬挖掘，局部實在挖不動處，方可放鬆動炮，掘進到位後，要在頂部支設點柱，然後支設槽鋼拱架、掛鋼筋網臨時支護頂板。

進洞段在超前支護和槽鋼拱架保護下，向前掘進3米，然後支設镟骨，支設10米後澆注。

2)進洞以後，表土及基岩風化段以風鎬掘進為主，局部土層堅硬時，采用風煤鑽或風鑽打眼放炮掏槽，風鎬擴刷。臨時支護采用錨、網、噴和木點柱、鋼棚等，根據土層和岩層情況現場確定，施工時在井口備好臨時支護材料。

三 風化基岩段施工

為加快施工速度，圍岩較穩定時，采用普通法爆破，實行短掘短支，多打眼少裝藥，每炮進尺控製在2.0m以內。暗槽及風化基岩段臨時支護采用錨網噴，錨杆為φ18×1800mm螺紋鋼錨杆，三花型布置，間排距800×800mm，噴射砼厚50mm。永久支護為砼井壁，每掘進9m澆築一次，澆築砼壁厚為450mm。

砼強度等級C20。嚴格按照砼配合比通知單進行配比下料，添加外加劑。砼對稱入模及時振搗，分層厚度不大於300mm,確保施工質量符合要求。

四 基岩段施工

基岩段井筒采用斜井機械化作業線，掘支平行作業，實施“三大二光”即大絞車、大挖掘機、大箕鬥、光麵爆破和激光指向。

1、井筒采用中深孔全斷麵光麵爆破，鑿岩機YTP-28型高頻風鑽，並配以φ22mm中空六角合金鋼釺杆和φ42mm“一”字型鑽頭，炮眼深度2.0m，激光指向儀指向，按不同岩性的爆破圖表進行輪尺布眼，插杆定向，提高鑽孔質量。工作麵采用3台風鑽打眼，打眼工6人

第二節 鑿岩方式

本規程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。

1.打眼機具：采用3~4台YT-28型風鑽，配Ф22mm中空六角鋼，Ф42mm一字型鑽頭打眼，拱部錨杆眼采用MQT-90型風動錨杆機打眼，安注錨杆時使用MJ80型錨杆安裝機，風源來自地麵壓風機房。

2.裝載、運輸及噴漿：施工中采用ZYW-150/47.2L挖掘式裝岩機裝岩、采用JK-2.0單繩纏繞式礦井提升絞車配6m³箕鬥運輸，噴漿機的型號為轉Ⅶ型。

3.降塵方法：濕式打眼、水炮泥裝藥、裝矸前灑水、爆破時使用風水噴霧、爆破後衝刷岩幫、開放水幕。

第三節 爆破作業

井筒采用YTP-28型高頻風鑽，並配以φ22mm中空六角合金鋼釺杆和φ42mm“一”字型鑽頭，炮眼深度2.0m，激光指向儀指向，按不同岩性的爆破圖表進行輪尺布眼，插杆定向，提高鑽孔質量。工作麵采用3台風鑽打眼，打眼工6人。掏槽方式為四眼錐形掏槽

1、炸藥、雷管：

本巷道使用煤礦許用三級安全乳化防水炸藥、煤礦許用毫秒延期電雷管1段、3段、5段。規格為直徑φ35mm，長200mm ， 重量200g。

2、起爆方式：

使用MFB-200型電容式發爆器，采用三次爆破的方式起爆，聯線方式為串聯聯線。

3、爆破方法：采用一次打眼分次裝藥分次起爆的方式進行掘進。

4裝藥結構：采用正向裝藥結構。

5、炮眼布置

(1)岩巷設計循環進尺為1.6米。

(2)炮眼布置分為掏槽眼、輔助掏槽眼、周邊眼和底眼。

表4-4-1回風斜井井筒爆破參數表

眼 號炮眼名稱眼深(m)裝藥量爆破順序聯線方式

卷/眼小計(Kg)

1-5掏槽眼2.244Ⅰ串

聯

6-28輔助眼一2.0418.4Ⅰ

29-43輔助眼二2.038.4Ⅲ

44-63輔助眼三2.05.412Ⅲ

64-94周邊眼2.0212.4Ⅴ

95-103底眼2.035Ⅴ

104水溝眼2.030.2Ⅴ

合 計20960.4

表4-4-2 回風斜井井筒爆破說明

序號名稱單位數量序號名稱單位數量

1掘進斷麵m218.315雷管個104

2炮眼數量個1046總裝藥量Kg60.4

3炮眼深度m2.07毫秒延期雷管ⅠⅢⅤ

4岩石堅固係數f4～68乳化炸藥φ35×200mm

表4-4-3回風斜井井筒預期爆破效果

序號爆破指標單位數量

1炮眼利用率%80

2每循環進尺m1.6

3每循環爆破實體岩石量M336.62

4每循環炸藥消耗量Kg60.3

5單位原岩炸藥消耗量Kg/M31.65

6每循環雷管消耗量個104

7單位原岩雷管消耗量個/M32.86

8每循環炮眼長度M209

8每循環炮眼長度M209

圖4-4-6 巷道炮眼布置示意圖

第四節 爆破施工工藝

施工采用全斷麵掘進中深爆破和“三八”製施工。

1 、找線定眼：按中線、頂板，找出巷道起拱線及井筒中心線，畫出巷道輪廓線，由班長、驗收員依據爆破圖表要求點出眼位，並用自噴漆做出明確標記。

2 、打眼：打眼時要嚴格按照要求施工，嚴格執行一包(包機)、二定(定人，定位)、一堅持(堅持濕式鑿岩)、五不準(無措施不準施工，無爆破圖表不準畫線，不畫線不準點眼，不點眼不準開鑽，鑽孔質量不合格不準裝藥)製度。操作人員必須集中精力，打出的炮眼要做到準、平、齊，眼底要落在同一平麵上。

3、 裝藥：采用正向裝藥結構。鑽眼工作結束後，撤出鑽眼機具，掩護好不能撤出的機具，切斷電源，用掃眼器將炮眼內的岩粉、積水吹幹淨，由班長協助放炮員及其它熟悉爆破工作的人員進行裝藥，其他人員撤至距離爆破地點100m以外的躲避硐內。裝藥時用木質炮棍輕輕將藥卷送入眼底，藥卷之間要連續密實，並用炮泥封實，封泥長度不得小於500mm。

4、 連線：采用串聯的連線方式。

5、放炮警戒時，必須按照警戒示意圖的警戒線警戒，並由警戒人掛警戒牌。警戒時間和地點，必須由跟班班、隊長安排專人嚴格執行，並遵守警戒完成和撤銷警戒的彙報製度。

6、放炮：連線工作結束後，由放炮員檢查連線質量及連線方式，最後由放炮員一人由裏向外鋪設放炮母線，其他人員撤至安全地點。在警戒完畢後，必須吹哨警戒：一響撤人;二響警戒;三響確認無情況後班長清點當班人數無誤方可下達放炮命令，放炮員接到放炮命令至少再等5秒鍾後方可啟動發爆器。如放炮拒爆時，放炮員必須先取下放炮器鑰匙，並將母線從電源上摘下，扭結成短路，再等30分鍾後方可沿線檢查，找出不響原因，處理後重新放炮。

7、炮煙散盡後，在距放炮時間不少於30分鍾之後，由放炮員、班長首先進入放炮地點，檢查圍岩、拒爆、殘爆等情況，確認無危險後，通知其他人員進入工作麵。

8、 敲幫問頂：放炮完畢後，要由有經驗的老工人由外向裏將危岩處理掉，在處理危岩時，其他人員不準進入工作麵，確認無危險後，方準其他人員進入工作麵。

圖4-5-7巷道放炮裝藥方式圖

第五節 裝、運岩(矸)方式

一、裝岩(矸)方式

工作麵矸石由礦用履帶扒矸機裝入箕鬥。

二、運輸方式

采用6m³箕鬥配2.0m絞車斜井提升出井後，自動前卸式箕鬥翻入卸矸場地，由汽車運矸石到排矸場。

第六節 管線及軌道鋪設

一、管路、電纜

在掘進施工中電纜敷設在人行道一側，風水管、風筒敷設在非人行道一側。電纜鉤固定在腰線以上0.8m處，每個3m一個，電纜按監測、通訊、信號、低壓、高壓順序自上向下分檔吊掛,垂度不超過50mm,高壓、低壓電纜之間距離不小於50mm。水管固定在腰線以下0.2m處，風管固定在腰線以下0.3m處，接口嚴密，不得出現漏水、漏風現象。水管距工作麵20m範圍內使用1寸膠管、20m外使用3寸鐵管，要隨工作麵及時延長，以備工作麵正常用水。風筒吊掛在腰線以上0.8m處，環環吊掛，風筒口距工作麵不得超過5m。

二、臨時鋪軌

臨時軌道采用30kg/m軌型，軌距900mm。鋪設質量符合質量標準要求。掘進時鋪設30kg/m的軌道，規矩900mm，枕木規格(長*寬*厚)為1200mm*150mm*120mm，軌枕間距700mm。鋪設的軌道必須符合“質量標準化驗收標準”中的規定，軌距誤差不大於10mm、不小於5mm;軌道間隙不超過10mm;內外錯不大於5mm。軌道構件齊全、緊固有效，軌道距工作麵為6-20m。

第七節 躲避硐、附屬工程的施工

按照《煤礦安全規程》規定，斜井每隔40m設置一躲避硐室，硐室淨深1.5m，淨寬2.0m，淨高2.0m。躲避硐隨巷道的掘進同時掘出。

井筒噴射完畢後，開始混凝土鋪底及水溝砌築等附屬工程施工，地麵集中攪拌站攪拌砼。

第八節 設備及工具配備

設備及工具配備見下表：

序號機械設備

名稱規格及型號數量國別/製

造年份用於施

工部位額定功率kw備注

1礦井提升機JK-2.02台中/2011井筒、斜巷135自有設備

2扒渣機LWT-1202台中/2011工作麵裝矸75自有設備

3提升絞車JD-552台中/2011噴射砼運輸55自有設備

4風動鑿岩機YT-2816台中/2009工作麵掘進自有設備

5對旋式局扇FBDNo6.3/2*304台中/2008井下通風60自有設備

6錨杆機MQT-1304台中/2008井下打錨杆自有設備

7空壓機40m33台中/2008鑿岩機32自有設備

8水泵各種型號10台中/2009施工排水4自有設備

9煤電鑽MZ2-126台中/2009軟岩打眼4自有設備

10礦車1.5m330輛中/2009井下運輸自有設備

11攪拌機JW-1000型2台中/2010地麵攪拌11自動計量

12激光指向儀——2台中/2009巷道定向自有設備

13甲烷傳感器——8台中/2009瓦斯報警自有設備

14噴漿機轉子V型2台中/2009井巷噴漿自有設備

15移動變電站400KVA2台2010年工作麵供電自有設備

16箕 鬥6m³2台2012年矸石運輸自有設備

17汽車20噸6台2012年矸石運輸自有設備

18礦車1.5噸20台2011矸石運輸自有設備

19探水鑽MYZ-150型3台2011探水探瓦斯自有設備

20

第九節 測量

斜井施工中項目部采用經緯儀給定中、腰線，每50m由礦方測量人員校驗一次中腰線，控製導線距工作麵不超過50m。100 m以後安設激光指向儀指向，安裝激光指向儀以後，控製導線距工作麵不超過100m。根據激光確定中腰線，並要定期校驗激光指向儀。

第十節 水溝施工

砌水溝時要先按中、腰線將規格尺寸挖至設計要求，然後支模，支設模板時按中、腰線支設，尺寸必須符合設計要求，水溝要先抹底再澆壁，底厚100mm，壁厚100mm。

第十一節 巷道鋪底

巷道鋪底厚度為100mm，混凝土強度為C20。

第五章 勞動組織及主要技術經濟指標

第一節 勞動組織

采用每天“三班”製作業方式(一天三班，每班8小時)組織生產，每天二個循環，每循環有效進尺1.6米。

勞動力組織表、技術經濟指標表、作業循環圖表如下：

表5-1-5 勞動力組織表

序號工種工作麵出勤人數

總計一班二班三班

1班長3111

2打眼工(兼支護)16打眼工8打眼工8

3噴射砼、出矸工23887

4瓦檢員3111

5放炮員3111

總計48191910

第二節 循環作業

為保證正規循環作業，迎頭施工根據勞動組織配備人員，合理安排工序，盡量做到交叉平行作業，充分利用工作時間，提高工時利用。

為保證正規循環作業的完成，迎頭施工作業必須根據勞動組織的人員配備，合理安排工序，以充分利用工作時間，提高工時利用率。

(見圖5-2-6 正規循環作業圖表)

第三節 主要技術經濟指標表

表5-3-7主要技術經濟指標表

名稱指標名稱指標

日進度3.2米月進度80m

日工效率0.06米/日*工直接工48

每循環進度1.6樹脂錨固劑39卷/米

日循環次數2螺紋鋼錨杆13根/米

月循環天數28循環率93%

第六章 生產係統

第一節 通風係統

一、通風方式

工作麵采用局部通風機壓入式通風。

二、風量計算及局扇選型

1、掘進工作麵實際需要風量

1)按CH4湧出量計算

Q掘=100qk

式中:

Q掘——掘進工作麵實際需要風量，m3/min;

q ——掘進工作麵的CH4絕對湧出量，礦井絕對CH4湧出量為1.0m3/min。

K——掘進工作麵通風係數,取1.6。

則：

Q掘=100×1×1.6=160m3/min

2)按CO2湧出量計算

Q掘=100qK/1.5

式中:

Q掘——掘進工作麵實際需要風量，m3/min;

q ——掘進工作麵的絕對CO2湧出量, 礦井絕對CO2湧出量為0.8m3/min。

K——掘進工作麵通風係數,取1.6。

則：

Q掘=100×0.8×1.6÷1.5=85.33m3/min

3)按人數計算：

Q采=4N

式中：

N——掘進工作麵同時工作的最多人數，N=20人。

Q采=4×20=80m3/min

4)按炸藥使用量計算

Q掘=25A=25*15=375 m3/min

式中：A藥——一次爆破炸藥最大用量，Kg。

5)按風速進行驗算

岩巷掘進工作麵的風量應滿足：

60×0.15×S掘≤ Q掘≤60×4×S掘

式中:

Q掘——掘進工作麵實際風量，m3/s;

S掘----掘進工作麵巷道過風斷麵積 m2;

Q掘=60×0.15×16.95=152.55m3/min

Q掘=60×4×16.95=4068m3/min

2、局部通風機選型

①局部通風機工作風量計算

Q扇≥ Q掘×P =375× 1.17=438.7 m3/min

式中：Q扇——局部通風機工作風量，m3/min;如有實測百米漏風率P100，可按下式計算：

Q扇≥ Q掘/(1- L× P100/100)

式中： L——風筒長度，m;

P——局部通風機供風巷道風筒漏風係數，

柔性風筒應按下式計算：

P=1/(1-nL接)， P=1/(1-74*0.002)=1.17

式中：n——風筒接頭數;

L接——一個接頭漏風率。反壓邊連接時，L接=0.002～0.006(煤巷取小值，岩巷取大值)。

②局部通風機工作風壓計算

根據掘進工作麵設計長度、局部通風機需要工作風量、掘進工作麵需要風量、風筒風阻，計算掘進工作麵局部通風機工作風壓值：

ht ≥Rp×Q扇×Q掘 = 135.4× 438.7×165/3600=6187 Pa (公式中Q扇、Q掘的計算單位均為m3/s)

式中：Rp——壓入式風筒的總風阻，N.S2/m8 ;如有實測百米風阻值R100，可按下式計算，

ht——壓入式局部通風機全風壓，Pa;

Rp=R100×(L/100)，

當無實測資料時，應按下式計算。

Rp=6.5α×L/(d5)×ζ =6.5×0.0032×800/ (0.85)× 3 =135.4

式中：α——風筒摩擦阻力係數(無實測資料時可參用表5)，N.S2/m4;

L——風筒長度，m;

d——風筒直徑，m;

根據風壓風量計算經查表驗證FBD7.5/2×45型局部通風機吸風量在450-890 m3/min，風壓在850-7000Pa能滿足該工作麵需求。

根據以上驗算，選擇FBDNo7.5/2*45型對旋式扇風機2台(一台備用)，能滿足風量及風壓要求，同時具備雙電源，且兩台風機能自動切換。

⑥局扇位置 ：局扇安裝地麵距井口15m處。

三、通風係統

新鮮風： 地麵(局扇)→ 回風斜井井筒(風筒)→工作麵。

乏 風：工作麵→回風斜井井筒→地麵。

四、局部通風機安裝要求

1)風機必須放在風機托架上。

2)風機開關必須上架，風筒出風口與工作麵的距離不大於10m。

3)局部通風機必須掛牌管理，專人負責，嚴格執行“三專兩閉鎖”管理(風電閉鎖、瓦斯電閉鎖)。就是風機停止運轉時對工作麵迎頭的扒矸機,或噴射機都要斷電.如果瓦斯超過1.2%,對工作麵迎頭所有非本質安全型電氣設備必須停電，並撤出所有人員，采取措施進行處理。

4)風筒(φ800mm)吊掛在井筒的右幫,不低於1.5m的位置，並且要求逢環必掛，達到平、穩、直，不出現拐急彎現象。

5)風筒接口要嚴密不漏風。

6)必須保證風機24小時連續運轉，不準無故停電、停風。

圖6-1-8巷道通風示意圖

五、通風措施

1、掘進工作麵采用局部通風機壓入式通風。通風機和啟動裝置必須安裝在距回風口不小於15m處,要放穩墊平，固定牢固。通風機要安設消音器減少噪音。

2、風筒要用抗靜電、阻燃風筒。風筒吊掛平直，無脫節、無破口，礦車和支架不得磨擦擠壓風筒，岩巷時風筒口距迎頭不大於10m，半煤巷與煤巷時風筒口距迎頭不大於5m，以保證迎頭有足夠的風量。局部通風機距離工作麵在500-1000m時，風筒漏風率不得超過在3%。

3、局部通風機要長時運轉，無論工作、不工作或交接班都不得停止運轉，局部通風機自動停電時，要撤出全部人員，待查明原因，確認安全後再啟動。

4、使用局部通風機的掘進工作麵，不得停風;因檢修，停電、因故停止運轉等原因停風時，必須將人員全部撤出。

5、局部通風機必須使用三專、兩閉鎖。局部通風機必須具備雙風機、雙電源。

6、風筒口到掘進工作麵的距離; 岩巷時風筒口距迎頭不大於10m，半煤巷與煤巷時風筒口距迎頭不大於5m，風筒要吊掛平直，不出現死彎或被擠壓，不出現跑漏風現象，工作麵風筒不落地，保證掘進工作麵有足夠的風量。

7、每10天至少進行一次甲烷風電閉鎖試驗，每天進行一次正常工作的局部通風機與備用風機自動切換試驗，試驗期間不得影響局部正常通風，試驗記錄存檔備查。

8、正常工作和備用局部通風機均停電停止運轉後，當電源恢複時，正常工作的局部通風機和備用局部通風機均不得自行啟動，必須人工開啟局部通風機。

9、局部通風機和掘進工作麵的電氣設備，必須裝有風電閉鎖裝置。當局部通風機停止運轉時，能立即自動切斷局部通風機供風巷道中的 一切電源。掘進工作麵應裝兩閉鎖(風電閉鎖和瓦斯電閉鎖)設施，當局部通風機停止運轉或掘進巷道瓦斯超限時，能立即自動切斷局部通風機供風巷道中的一切電源。

10、掘進工作麵應安設瓦斯自動檢測報警斷電裝置。

11、局部通風機必須由指定人員負責管理，保證正常運轉。任何人不得隨意停電停風機，如需檢修設備停電停風機時，必須有專人看護，報項目部領導，經批準後方可停電停風機。

12、除放炮檢查之外，每班瓦斯檢查不得少於2次。

13、工作麵瓦斯、二氧化碳濃度的執行標準按相關法律法規及相關措施執行。

14、在達到撤人或停工要求時，必須在相關地點設置柵欄和掛警示牌。

15、所有人員必須愛護通風設施，不準擠壓風筒。

16、局部通風機進風口6m範圍內嚴禁有雜物。

17、通風措施需掛警示牌並專人管理。

第二節 壓風係統

1、壓風由地麵壓風機(型號MAM-200)供風，采用一路Ф108×4.5mm無縫鋼管作壓風管。

2、管道安裝要求

(1)管道安裝前應進行檢查，鋼管內不得留有殘雜物和其它髒物(安裝前用壓風吹洗幹淨);

(2)管道敷設要求平順、接頭密封、防止漏風，凡有裂紋、創傷、凹陷等現象的鋼管不得使用;

(3)壓風管道每隔200-250m安裝閘閥;並在適當地段加設一個三通接頭備用;管道前端至開挖工作麵距離宜保持在30m左右，並用高壓軟管接分風器;

(4)在管道上設置油水分離器，定期放出管中聚積的油水，以保持管內清潔與幹燥;

工作麵壓風路線：地麵壓風機→回風斜井井筒→工作麵。

(附圖6 壓風機站布置示意圖)

第三節防塵係統

采用濕式鑿岩機。堅持使用水炮泥。放炮時巷道中使用風水噴霧降塵。裝矸前向矸石堆灑水。噴漿時使用防塵噴霧裝置。潮式噴漿。加強個體防護，堅持戴口罩作業。從地麵往工作麵敷設防塵水管，防塵管直徑為Ф88mm。

具體防塵措施如下

1、打眼施工時，距工作麵50m後安裝兩道道防塵水幕，第一道防塵水幕距工作麵20m，防塵水幕距頂板200mm噴霧全斷麵覆蓋，垂直於頂板。

2、施工過程中，每隔50m 安裝一個三通閥門便於洗塵，水管吊掛平直。

3、工作麵必須采用濕式打眼，做到無水不開鑽、停水停鑽。

4、水幕安裝距井筒頂板距離不大於300mm.

5、定期衝洗井筒，防止粉塵堆積，每天1次。

6、對於粉塵飛揚和粉塵大的地點，根據實際情況隨時進行衝洗。

7、防塵設施齊全，噴霧裝置必須覆蓋巷道全斷麵且水壓符合要求。

工作麵供水路線：地麵防塵水→回風斜井井筒→工作麵。

第四節 防滅火

1、嚴禁帶打火機香煙下井。井下工作人員要穿棉質工作服。

2、井下使用易燃物(如棉紗、潤滑油、布頭、紙等)必須存放在蓋好的鐵桶內，用過的棉紗布頭、紙必須存放在蓋嚴的鐵桶內，並由專人定期送到地麵，不得亂扔。

3、嚴禁將剩油、廢油留在巷道內。

4、嚴禁無措施時明電、明火作業。

5、井下消滅火災時必須嚴格按《煤礦安全規程》第二百四十條規定執行。

6、若電氣沒備著火時，必須先切斷電源，然後用砂子滅火。

7、機械設備經常保持完好，防止機械發熱產生火花。

8、各接線盒，電氣設備要有保護接地。不得有明接頭。

9、井下機電設備硐室要配2台滅火器，或不少於0.5m³的沙子，鐵鍬2把，水桶一個。

第五節 安全監測係統

一、瓦斯檢查

1、瓦斯員每班至少到工作麵檢查3次瓦斯，每隔2-3小時檢查一次。不得空崗假檢和漏檢。

2、工作麵瓦斯檢查記錄牌板設在距工作麵 30m處。瓦檢員每次檢查結果及時填寫瓦斯檢查手冊和現場瓦斯檢查記錄牌板上，書寫要清晰、準確。

3、值班隊長、技術員下井必須攜帶便攜式甲烷檢測儀，對其分管範圍內的甲烷進行不間斷的監測，如有報警現象(甲烷報警點為0.8%)必須進行處理。

4、爆破工下井擔任爆破工作時，必須攜帶便攜式甲烷檢測儀，在爆破地點每次爆破時進行“一炮三檢”工作，並做好記錄在井下一炮三檢牌板上。

5、班組長下井時必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀，並把CH4報警儀懸掛在無風筒側，距掘進迎頭不大於5m，距頂板不大於0.3m，距幫不小於0.2位置，當報警時停止工作，查明原因時行處理。

6、機電流動電鉗工下井擔負機電維修工作時，在檢修工作地點20m範圍內檢查甲烷氣體濃度，有報警現象時(甲烷檢測報警點不大於0.8%)，不得通電或檢修。

二、瓦斯監測監控

通風檢測儀表位置及斷電範圍

1、按《煤礦安全規程》規定，掘進工作麵、巷道內要求安設甲烷傳感器。

2、要加強甲烷傳感器的維護，每7天調校一次，確保其靈敏可靠

3、甲烷傳感器應懸掛在巷道風筒對麵回風側，離巷頂300mm，距巷壁不小於200mm處，

4、所有探頭均應設置在無淋水、不被重物砸到及機械損傷的安全地點，修理時必須加強保護，防止損壞。

5、“瓦斯電閉鎖”及“風電閉鎖”裝置必須靈敏、可靠，瓦斯傳感器至少每十天用標準氣樣校正一次。

6、瓦斯傳感器安設監測布置表

安設地點報警點斷電點複電點斷電範圍

迎頭向外5m≥0.8%≥1.2%<0.8%切斷工作麵及回風流所有非本質安全型電氣設備電源

巷道回風口向裏10～15m處≥0，8%≥0.8%<0.8%切斷工作麵及回風流所有非本質安全型電氣設備電源

7、複電範圍：工作麵及巷道中的全部非本質安全型電氣設備。

便攜式甲烷檢測儀的配備和使用，必須嚴格按照《煤礦安全規程》第一百四十九條規定執行。

圖6-5-10 巷道監測、監控示意圖

第六節 供電

一、供電說明

回風斜井掘進工作麵施工中，工作麵設備總計算容量為：216.5KVA。掘進工作麵采用660V電壓等級供電，局扇雙回路電源均來自地麵110KV變電所，局扇采用雙電源雙風機具有自動切換功能。工作麵總饋電開關上安裝瓦斯電閉鎖、風電閉鎖。電纜懸掛符合要求。

二、設備的選型及負荷統計

生活加工用電：

380v地麵用電負荷統計表

名稱型號單位數量功率(KW)

切割機Y100L-2台412KW

砂輪機M3025台21.5KW

攪拌機JW1000台111kw

電焊機BX1-500台4200KW

空壓機40m3台132KW

場地照明50kw

提升機JK-2.0/20台1135KW

合計441.5

660v地麵配電點風機負荷統計表

名稱型號單位數量功率(KW)

風機FBD7.5/2*45台290

井下負荷統計

序號名 稱型 號功率KW台數合計 KW電壓等級V

1履帶扒岩機120型55155660

2水泵D100-150503150660

3噴漿機PZ-7B7.517.5660

4照明綜保BZX-4.0414660

合計216.5

裝機總容量：748KW

1、地麵變壓器的選擇：

S=∑PN.Kr/cosφ=441.5×0.6/0.8=331KVA

S—變壓器容量

Kr—需用係數，地麵加工取0.6

∑PN——所有設備功率總和 cosφ—功率因數取0.8

所以變壓器的容量選擇KBSG-630/380變壓器。

2、風機變壓器的選擇：S=∑PN.Kr/cosφ=90×0.6/0.7=77KVA

風機安裝在地麵，所以風機變壓器選擇KBSG2-315/6型變壓器2台。

3、井下配電點混合動力電源變壓器的選擇：

S=∑PN.Kr/cosφ=216.5×0.6/0.7=185.6KVA

根據變壓器容量選擇型移動KBSG-630型變壓器1台。

三、電纜選型

1、高壓總電纜的選擇：

根據I=∑P×Kr/ U.cosφ

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