府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
第一章 概 况 第一节 概 述
一、巷道基本状况
巷道基本情况表 表1-1
巷道名称 用 途 12205综掘工作面运输巷、辅运巷 回采时运输 、辅助运输、行人、避险 运输巷2303m、辅运巷2374m、联巷计120m，合计工程量4797m 0～4° 5.1月 2024年3月10日 2024年8月30日 设计工程量 坡 度 服务年限 预计开工时间 预计竣工时间 第二节 编写依据
一、经过审批的设计及批准时间
巷道施工依据《鸿锋煤矿二盘区设计方案》及《二盘区综采工作面布置方案图》（1:5000）。
二、地质资料依据
（1）、《陕西省府谷县鸿锋煤矿（整合区）勘探地质报告》。 （2）、《建井地质报告》。
（3）、二盘区12202、12203综采工作面采后总结，二盘区12204工作面巷道掘后原始地质资料。
（5）、2017年6月委托荣岩地质勘探有限公司编制的生产地质报告。
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（6）、《12205工作面设计专项安全风险辨识评估报告》。 （7）、《12205工作面地质说明书及水文地质预报》。
第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况 表2-1
盘 区 井下标高/m 地面相对位置、建筑物及其它 井下相对位置对掘进巷道的影响 邻近采掘情况对本次掘进巷道的影响 二盘区 工程名称 +1232m～+1244.3m 地表位于井田北部高相公社南面，其西部为亿源井田，地面标高：+1250m～1380.0m。地表无建筑物、无耕地、林地。 12205工作面位于二盘区北部，南邻12204综采工作面（待安装），北邻12206待掘工作面（实区），西邻边界保安煤柱，东邻二盘区运输大巷。 西部已留保安煤柱；掘进接近采面开切巷位置及边界时需探明。 12205运输巷、辅运巷 第二节 煤（岩）层赋存特征
煤岩层赋存特征表 表2—2
指 标 煤层厚度（最大～最小/平均）m 煤层倾角（最大～最小/平均）度 煤层结构 煤层层理（发育程度） 煤层节理（发育程度） 煤层稳定程度 绝对瓦斯涌出量m3/min 相对瓦斯涌出量m3/t 煤尘爆炸指数/% 地温/℃ 参 数 1.5-2.0 1.75 0—4 2 简单 较发育 不发育 稳定 0.34 0.18 10 随季节变化 备 注 局部450mm厚夹肝。 根据《2024-2024年度矿井瓦斯鉴定》通知 煤尘具有爆炸危险性 无异常
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一、该工作面煤厚规律为：南东北厚西薄，工作面最小煤厚
1.5m，最大煤厚2.0m，平均煤厚1.75m；煤中上部含一层夹矸为20m，局部夹矸厚度450mm。
二、煤层埋深
因受冲沟切割，二盘区运输大巷向西开口60.19m段，煤层最大埋深134.2m,宽度38.21m；1808.8m处，煤层埋深最小15.2m，宽度62.44m;煤层埋深较小22.85m，宽度25.95m，比最小埋深多7.65m。
三、煤质
1、宏观煤岩组分及类型
本工作面煤层为延安组2-2煤层，煤层厚度变化小，结构较简单，煤的灰份、硫份变化小，属稳定性煤层，颜色均呈黑、褐黑色，条痕色为棕色、棕黑色，煤层以中、细条带状结构为主；具弱沥青光泽，裂隙较发育。宏观煤岩成分：暗煤、亮煤，宏观煤岩类型为半暗煤—暗淡型煤。
2、微观煤岩组分及类型
显微煤岩组分以中、细条带状结构为主；结构较简单，煤的灰份、硫份变化小，属稳定性煤层，2-2煤层中部分含菱铁质或钙泥质结核，煤层容重1.31t/m3，硬度2.38，煤层原煤空气干燥基水分（Mad）为8.74~11.47%，一般为9.87%。煤质主要为不粘煤BN31号。
2-2煤层属于特低硫、磷，低灰，高发热量优质煤层。 三、煤层顶底板情况表 表2—3
顶底板名称 顶板 老 顶 岩石类别 细砂岩 厚度m >10.0 岩 性 浅灰色中细粒砂岩，长石、石英砂岩为主，泥质胶结。
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直接顶 伪 顶 底板 直接底 中砂岩 泥 岩 泥质砂岩 3.0 0.5 2.1 深或浅灰色，厚层状，夹薄层砂岩。 灰色泥岩，富含碳屑和植物茎化石，滑动镜面发育。 浅灰色、砂质泥岩,近水平层理，局部遇水易崩塌、泥化。 第三节 地质构造
从府谷县鸿锋煤矿地质报告、二盘区三条集中大巷、12204工作面掘进后总结，二盘区2-2煤层整体为东北高西南低的单斜构造。12205工作面东段有以近似南北为轴的箕状向斜构造，中西段为宽缓的背斜构造，坡度0~4°。工作面煤层底板标高：+1232m～+1245.00m。
12204切巷工作面在掘至33米时，揭露一正断层，产状：H=3-4.5m，276°∠75°；掘至83时，揭露第二正断层，产状;H=1.2-2m,276 ∠68°；掘至138，揭露第三正断层，产状;H= -4.0m，276°∠75°.
预测掘进时局部会遇见顶部冲刷透镜体、软弱（未固结成岩）顶板或局部底鼓构造。
预计掘进中，遇到落差大于2-5m之正断层，无逆断层。 本区域陷落柱不发育。
第四节 水文地质
一、主要水文地质特征：
地表位于新窑沟、张三沟煤矿南，本区范围内水系不发育，新窑沟属于季节性河流，流向东北。距本工作面北端100m以远。在每年的枯水季节基本处于断流状态，在丰水期才形成径流，暴雨季节是本区的泄洪渠道。丰、枯水季节流量悬殊很大。
预计巷道正常掘进过程中局部会出现微量的煤层及其淋涌底板水现象。预计涌水量小于0.6立方米/小时，今年雨季期间掘进时涌
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水量未有变化。
1、含（隔）水层水文地质特征
（1）新近系上新统保德组红土相对隔水层
主要出露于羊路沟沟谷东侧及地形切割较深的地段。钻孔揭露厚度0～27.88m。
岩性为棕红色粉质粘土及亚粘土，密实，硬塑，夹似层状钙质结核层，底部局部发育一层厚度1～3m的楔状砾石层，不稳定，砾石成分为砂岩、烧变岩等岩块，砂质充填，泥质胶结。该层红土致密坚硬，且厚度较厚，孔隙裂隙均不发育，含水性极差，是区内的主要隔水层。
（2）侏罗系中统延安组裂隙含水层
煤矿范围内延安组第Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ段，这三段在煤矿范围不同程度遭受剥蚀，其中第Ⅴ段完全被剥蚀。
该区地表冲沟发育及地层平缓，延安组均广泛出露于沟谷中，钻孔揭露厚度71.49～110.25m，平均95.54m。含水层岩性主要为细、中、粗粒砂岩，垂向上与粉砂岩、泥岩及砂质泥岩交替分布，总体岩体完整，结构致密，裂隙发育微弱，地下水极为贫乏。
二、地下水的补给、迳流、排泄条件 1、地下水动态变化特征
地下水、地表水动态变化受气象等因素影响，每年7、8、9三个月为雨季，降水量相对集中，同时气温最高，蒸发量最大。
以后致使地表水及泉的流量也相应减少，从12月开始到翌年1、
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2月为流量相对稳定的冰冻时期。3、4、5月因解冻，地表水、地下水水量均有增大现象。因此，区域内地下水动态以气象型为主。
2、地下水补给、迳流及排泄条件
此区域地下水动态特征，显示了地下水的主要补给来源是大气降水。其次为局部地段地表水就地补给基岩风化带潜水。因隔水层存在，补给甚微。
局部地段，因黄土层与新近系保德红土接触，可形成上层滞水。 本区域不存在承压水。 3、充水强度分析
从二盘区12204工作面巷道掘后地质资料分析，预计在12205运输巷掘进至1650.7m---1750.8m时，煤体会有少量水渗出，水量甚微。该区段涌水量初期小于0.6m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1、12205运输、辅运巷沿顶板煤层270°方位布置；在二盘区运输大巷向西，开口处与二盘区运输大巷平面相交。辅运巷反向延伸至二盘区回风大巷。反向延伸时与二盘区运输巷、辅运巷立交，已施工两个风桥；两巷道均沿2-2#煤层顶板及中心线向西掘进，其中运输巷需要掘进全煤巷道整体完毕后二次起底，掘进岩石部分达到断面设计高度。
2、12205辅运巷、运输巷同时掘进，两巷道每隔200m施工一个
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联巷。联巷长度为10m。两巷道掘进至设计长度后确定开切巷位置进行贯通。
3、12205运输巷和辅运巷开口处均在二盘区运输大巷，经由综掘队开口并向里掘进至回撤通道前15m，（总计分别掘进约45m）两巷道在回撤通道处贯通相联。
第二节 矿压观测
一、观测对象：12205运输巷和辅运巷。
二、观测内容：用ZKBY-2型顶板离层仪观察顶板位移量；在顶帮标注观察点，用钢尺实测巷道表面位移，即顶、底板和两帮移近量。具体观测内容见下表3-1。
观测内容 3-1 序号 1 观测内容 巷道围岩表面位移 观测目的 顶板伪顶位移 观测仪器 Φ32×Φ32PVC-U型 顶板离层仪 Φ32×Φ32PVC-U型 顶板离层仪 LDZ—200型锚杆测力计 LDZ—300型锚杆拉力计和2 巷道顶板深部位移 顶板老顶离层位移 3 锚杆、索载荷 顶锚杆、锚索承载 4 锚杆锚固力、锚索预紧力 顶锚杆（索）预应力 KZB0.63/63型涨拉泵及配套千斤 5 顶底和两帮相对移近量 巷道断面收缩及支护破坏情况 钢卷尺、宏观观测
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三、观测方法
1、测点设置：正常情况下在交岔口设一组，巷道每200m设一观测站,位置设在每个联巷口向北2.0米段的运输巷内，前后断面保持一致，顶板破碎地段每50m设一观测站，两端各一组，中间一组；每个观测站设1个观测断面并挂牌管理。
2、观测办法：安装顶板离层仪即日起开始观测记录，当日观测为初始读数，按观测内容3-1表，每7天观测一次，将观测结果记录在牌版上及上台账并存档。
四、顶板离层仪的安装规范
1、顶板离层仪的安装，当工作面掘进至离层仪设计安装地点后，由技术科专人负责顶板离层仪安装，顶板离层仪安装紧跟掘进位置，不得滞后设计位置15m。
2、队组技术员必须全程指导技术要点，依照正确的安装方法和步骤进行安装，并挂设管理牌版。管理牌板要有离层仪编号、巷道名称、深浅基点的初始读数、安装日期、观测日期（观测日期可随观测时间修改）和测筒颜色状态等信息，便于对比观测和记录。
3、顶板离层仪必须安装在被观测巷道的顶板中部相对完整的地点；
4、顶板离层仪必须测站孔必须竖直打设。离层仪安装后，测绳要自然下垂，网片、网丝等因素不得影响离层仪的数据显示；
5、顶板离层仪安装时应尽量使深、浅部测筒初始读数为零，误差不应大于5mm，初始读数如实填写；
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6、顶板离层仪安装完成后，管理牌版悬挂于巷道前进左帮上，正对顶板离层仪，距巷道底板高度2m。顶板离层仪管理牌数据填写清晰工整，固定端正；
7、顶板离层仪安装完毕后，严禁任何人随意调整初始读数，破坏离层仪的完好状态。
五、顶板离层仪的安装步骤
1、用锚杆钻机Φ28mm钻头打7m～8m深的孔。
深部基点：用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，手拉一下钢丝绳，确认锚固器已卡住，深部基应固定顶板以上7m～8m处；
浅部基点：用安装杆推入浅部基点锚固器至3m处，抽出安装杆后用手拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定住。
2、两端固定螺丝对准刻度：记下浅部、深部的初始读数，用螺丝卡死，并截去多余钢丝绳。
六、掘进过程中锚杆力矩、锚索支护预应力的观测
队组对巷道内的锚杆全部要进行二次紧固，矿生产部门下属的矿压观测组，定期对掘进过程中的锚杆扭矩、锚索支护预应力进行观测，掘进过程中每300根顶、顶锚杆抽样一次，每组（共3根）进行检测，不足300根时，按300根进行，锚杆扭力矩不低于设计预紧力矩的90%为合格，达不到合格率的重新进行二次紧固并进行处罚。监测过程中发现失效支护，及时安排进行补打。
巷道掘进过程中，还要对顶板岩性观测，岩性变化较大或遇构造
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顶板破碎时，应及时补设观测站进行观测。
七、数据分析处理：
施工队组技术员对当天监测数据进行分析处理，对围岩观测发现异常及时上报生产技术科，顶板离层仪共有三种颜色读数，蓝色为稳定，黄色为警示，红色为危险，当读数为黄色时，技术负责人组织技术科有关人员一起对监测数据进行分析，预报，然后报总工程师，由总工程师主持分析，并根据分析结果提出整改措施，并进行整改落实。当读数为红色时，总工程师要进入现场直接观测，结合巷道两帮变形情况，提出整改措施，加强支护，顶板离层超过150mm时，必须处理完毕才能行人，总工程师每月对顶板离层仪的监测数据进行监督检查，对存在问题下达整改通知书；队组接到整改通知书时要及时按标准整改。
第三节 支护设计
一、确定巷道支护形式
根据顶板岩性和掘进工艺，结合设计院原设计和本矿区支护经验，确定巷道采用锚杆（索）＋钢筋网联合支护。
二、支护参数设计
采用类比法合理选择支护参数。 三、巷道断面选择
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巷道断面尺寸 表3-2
巷道名称 运输巷 辅运巷 （m） 净断面尺寸（m） 毛断面净断面断面 毛断面尺寸形状 /㎡ /㎡ 宽 高 宽 高 矩形 矩形 5.2 5.5 2.4 2.4 5.0 5.3 2.3 2.3 12.48 13.2 11.5 12.19 四、支护形式及支护材料选择 1、12205运输巷支护形式
采用“锚杆+钢筋网+锚索”联合支护
顶锚杆每排6根，间距950mm , 排距900mm；锚索沿巷中“1-1”布置，间距3000mm。网片搭接处联网用16#铁丝双股每300mm在搭接处两端各拧一扣。每个联巷口增加两根锚索，间距3000mm。
2、12205辅运巷支护形式
采用“锚杆+钢筋网+锚索”联合支护
顶锚杆每排7根，间距950mm , 排距900m；锚索沿巷中“1-1”布置，间距3000mm。网片搭接处联网用16#铁丝双股每300mm在搭接处两端各拧一扣。每个联巷口增加两根锚索，间距3000mm。
联巷支护形式
采用“锚杆+钢筋网”联合支护
顶锚杆每排6根，间距950mm , 排距900mm。网片搭接处联网用16#铁丝双股每300mm在搭接处两端各拧一扣。
3、帮部支护：当运输、辅运巷帮部为易片帮状态时，应及时增加全断面锚网支护，布置形式为每帮3根锚杆，间排距为700×700mm。
4、三岔口支护形式
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根据现场抹角根据实际情况，三岔口及其前后5m范围内在原有支护形式基础上，增加锚网索支护，规格同运输巷。
四、掘进遇构造出现重大安全隐患时，另报单项措施。
支护材料表 表3-3
材料名称 运输巷锚索 锚索托板 锚索锚固剂 锚 具 左旋螺纹 钢锚杆 顶锚杆托板 锚杆锚固剂 钢筋网 型号及规格 Φ15.24×L5000mm 300×300×12mm MSCK23/60 KM16 Φ18×L1800 mm 120×120×10mm MSCK23/50 Φ6×100×100mm 材 质 钢绞线 钢板 树脂胶泥固化剂 备注 所有支护材料必须检验合格，并 左旋螺纹钢锚杆HRB335钢 A3钢 树脂胶泥固化剂 Φ6.0热镀锌低碳钢丝 具有合格证。每种支护材料第一批次报矿安全生产标准化办公室备案。 第四节 支护工艺
一、临时支护工艺
根据12205工作面设计专项安全风险辨识评估报告，掘进过程中因空顶可能产生冒顶或片帮而造成的二级风险，产生这种风险的时段主要是在临时支护期间，所以在进行临时支护前，需要进行安全风险辨识，确认顶板是否为断层或节理等异常地质状况，针对辨识结果及规程相关规定，按以下支护工艺及后附的安全技术措施执行。
每循环截割完毕后，在跟班队长的指挥下，站在永久支护下，先进行敲帮问顶及围岩观测，用长柄工具将顶板松散的煤、矸挑落，确
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认安全后，进行临时支护作业。
1、临时支护采用3根单体DW22-300/100，配合100×800mmΠ型铰接梁支护，液压支柱（备用1根），由外向里进行采用临时支柱，临时支柱必须垂直顶底板夯实。临时支护支柱必须设在实底上。
2、空顶处第一排支柱柱距迎头最近一排锚杆为500mm，往里够1000mm再打一排，每排不少于3根，间距1000mm，均匀布置，但不得占据锚杆布孔位置。打设临时支护时，同时将钢筋网铺设到顶板合适位置，并搭接联网，等待下一流程--永久支护。
3、若顶板完好循环进尺为2000mm，若遇地质构造或五尺渣等不完好顶板，循环进尺为1000mm。掘进机一次割出一个循环进度后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机的电源和磁力启动器的隔离开关，然后再进行支护及检修作业。
当顶板压力过大、顶板破碎、顶板离层或顶板有响声等情况要立即停止掘进并对顶板进行永久支护，待顶板稳定后继续掘进。 附图：12205综掘工作面辅运巷、运输巷、联巷永久支护断面图。（NO.05-1、05-2、05-3）
二、永久支护工艺
12205运输、辅运巷顶板采用左旋螺纹钢锚杆HRB335钢、锚索、金属网进行联合支护，辅运巷顶板采用左旋螺纹钢锚杆HRB335钢、金属网联合支护。
掘进过程中，若顶板完好，如够一个循环进度(2000mm)，则先必须进行临时支护，在临时支护下进行永久支护，严禁空顶作业。工作面永久支护最大控顶距为2000mm。
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1、顶锚杆安装工艺
危险源辨识：确认临时支护可靠，观察顶板稳定无变化后进行操作，操作时严禁人员用手抓钎杆。 （1）、施工顶板锚杆孔
采用MQT-130/3.4型气动锚杆钻机（钻头规格：Φ28mm，树脂药卷(MSCK2350)与孔径配套各2卷（直径23mm，长度500mm），钻杆为Φ19mm的六楞空心钻杆），锚杆钻机按孔位由巷道中间向两帮施工锚杆眼。
（2）、送树脂药卷
在杆体上套上托板，用紧固螺母套筒连接锚杆与钻机，操作锚杆钻机慢慢将树脂锚固剂送入眼底。 （3）、搅拌树脂锚固剂
当锚杆钻机升到托板接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌15s后停机。
（4）、紧固锚杆
15s后再次启动锚杆钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位。 2、锚索安装工艺
采用锚索钻机钻孔，钻杆为1m长的Φ19mm的六楞空心钻杆多根套接使用，钻头为Φ28mm的专用岩石钻头。
施工锚索眼：按设计部位施工，深度为运输巷4800mm，切巷5800mm（特殊情况下根据顶板岩性探测情况确定）。
锚索施工需两人配合，一人操作钻机，一人拆换钻杆。 送树脂药卷：用锚索钢绞线顶端顶住药卷推入眼底。
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搅拌锚固剂：用专用连接套将钢绞线与钻机连接，然后缓慢升起钻机，推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，锚索药卷搅拌时间为15～25s。停止搅拌后保持钻机推力90～180s后方可撤下钻机，上好托板和锚具。
涨拉钢绞线：30min后进行涨拉（使用快速药卷可立即涨拉）。涨拉时，油泵压力表缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶活塞伸出量超过150mm时，立即停止涨拉，检查张拉泵，修好重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时必须在附近200mm处重新补打一根。
3、支护强度验算
按加固拱原理确定锚杆参数
综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定，对于跨度小于10米的巷道、硐室，可按下面经验公式确定锚杆参数。
1）、锚杆长度 L=N(1.1+W／10)
=1.0×(1.1+5.2／10）=1.62m。
根据现场经验实际选用1.80m.符合要求。
2）、锚杆间(排)距 D≤0.5L=0.5×1.8 =0.9m。 实际选用(900×900mm)，符合要求。
3）、锚杆直径 d=1／110×L=1／110×1800=16.36mm。 实际选用￠18mm。锚杆。符合要求。 式中 W－巷道或硐室跨度，米；取5.5；
N－围岩稳定量影响系数，取1.0，规定如下：
Ⅱ类（稳定性较好）围岩，N=0.9；
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Ⅲ类（中 等稳 定）围岩，N=1.0； Ⅳ类（稳定性较差）围岩，N=1.1； Ⅴ类（不稳定）围岩，N=1.2；
通过计算,，巷道顶部Φ18×1800mm左旋螺纹钢锚杆HRB335钢满足设计要求，间排距900×900mm满足设计要求。
4、悬吊理论校核锚索间（排）距
为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ15.24mm，L=5000mm的钢绞线，校核锚索间（排）距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时，靠巷道两帮锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间(排)距。
L=nF2／[BHγ－(2F1sinθ) ／L1] 式中 L－—锚索间（排）距，m； B－—巷道最大冒落宽度，取5.5m；
H－—巷道冒落高度,按最严重冒落高度取1.3m；
Γ——岩体容重，24KN／m3； L1——锚杆排距，900m；
F1——锚杆锚固力（以最小锚固力计算），50kN； F2——锚索极限承载力（以最小锚固力计算），取230kN； θ——锚杆与巷道顶板夹角，75°； N——锚索每排根数，取1；
L=1×230÷[（5.5×1.3×24-2×50×sin75°）÷0.9] =230÷[﹙162.2－96.6﹚÷0.9]=3.2m。
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根据上式计算得出锚索间排距为3.2m，实际所选排距3.0m，满足设计要求。
根据2-2煤层顶板岩性柱状图，顶板有0.5m伪顶（碳质泥岩），直接顶为3.0m中粒砂岩，再向上为大于10m厚中粗粒砂岩，锚索长度选5.0米可以打设在老顶上。
掘进过程中遇到顶板破碎需要缩小排距加大支护密度或架棚时，另行补充安全技术措施。
三、施工质量技术标准
施工质量标准表 表3-8 检查项目 1、锚杆、锚索、锚固剂、等材料的材质、规格、结构、强度 保证项目2、锚杆锚索施工质量 1 3、铺网质量 1、巷道净宽（中线至任一帮距离） 保证2、巷道净高 项目2 3、抗拔力（锚杆） 4、锚索预紧力 1、锚杆（索）间排距mm 保证项目2、锚杆、锚索孔深mm 3 3、锚杆角度（?） 质量要求及允许误差/mm 符合设计、作业规程及规范规定 安装牢固、托板紧贴岩体无松动 符合作业规程规定 0～+100 -50～+200 不小于设计值的90% 不小于设计值的90% -100～＋100 0～+30 ≥75
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4、锚杆外露长度mm 5、锚索外露长度mm 露出螺扣10～50 露出锚具下平面150～250
四、锚杆、锚索施工技术要求
1、钢筋网片、锚杆托板、锚索托板等必须相互压紧贴实煤（岩）面体。
2、顶锚杆（索）的托盘贴紧钢筋网。
3、锚杆锚固力、扭矩力及锚索预紧力都必须达到设计要求。详见以下规定：
锚杆锚固力、扭矩及锚索预紧力表 表3-9
巷道 类型 项目 锚固力KN 扭矩N·m 预紧力KN(Mpa) 12205运输、辅运 顶锚杆 ≥50 ≥100 帮锚杆 ≥30 ≥60 锚索 Φ15.24㎜锚索预紧力为120KN，使用YCD-200型涨拉千斤涨拉时，压力表读数为30Mpa），最大承载力应在230KN。 4、锚索要逐根检查，不合格的锚索必须重新补打。
5、巷道使用的锚杆、锚索等材料的质量严格按《生产矿井安全生产标准化标准》及矿制定的有关规定执行。
6、当顶板破碎或遇地质变化带时，根据实际情况需要缩小锚杆、锚索支护间排距，提高支护强度。
五、质量保证措施
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1、建立班组验收、技术部门组织中间验收、月末验收制度，严把质
量关。班组验收做到每班掘进、支护完毕自检验收一次，不合格立 整改，没有时间整改的次日完成。班长负责当班完成工程量的质量责任。技术负责人组织相关人员按验收标准25米选一个检查点，每月分两次（包括月末验收）进行检查。对中间、月末验收不合格的分项指定巷道掘进队队长负责整改，不整改不预结算，整改所需人工费用由掘进队负责。
2、测量人员对施工完毕的巷道要进行复测，特别要保证运输巷及开切眼方位正确。
3、激光指向仪每掘进200m前移一次，前移之前要保留巷中心线选点及增设的检查点中心线。
4、当掘进机掘进引起的煤尘照明也看不清煤帮时，停止掘进，洒水降尘，冲洗煤帮，直到巷道看清为止，此时掘进机司机要根据观测及时上尺上线避免巷道超挖或欠挖。
5、入井支护的材料每批次要有出厂检验合格证和出厂日期，避免树脂药卷过期失效，避免锚杆、锚索生锈等。合格证要报矿备案。
6、进入工作面的支护材料要按文明生产标准上架管理，不得随意乱扔乱放。
7、已安装好的锚杆必须做到二次紧固，达到抗拔力要求。 8、锚杆、锚索不贴岩面的、外漏不符合要求的要在距原位置200mm处重新打设，原来打设的不动。
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9、巷道两帮底脚与墙尽量保持平直。
10、若巷道掘进至低洼处存有积水时，根据现场实际情况及时施工临时水仓，设水泵排水，避免车辆碾压底板引起高低不平。
第四章 掘进工艺及方法
第一节 施工方法
1、12205运输巷、辅运巷、联巷等均采用石家庄产EBZ160（B）型悬臂式掘进机沿煤层顶板中心线（依激光指向仪）按设计断面掘进，永久支护采用MQT-130/3.4型气动锚杆钻机打锚杆眼并安装锚杆、锚固剂。在开口至200m，出煤、矸石使用ZL18EFNx48KW型铲车装入后退至运输大巷、一联巷装入等待的WC5J(B)x50KW防爆无轨胶轮车，直接运至地面，单独存放；巷道所需各种材料和设备由防爆无轨胶轮车运至工作面。
2、12205运输巷掘进200m后，安装DSJ100/63/2x132胶带运输机，出煤、矸石直接运至地面。
3、两巷同时掘进时，由于辅运巷断面小，故辅运巷迎头总是超前运输巷，联巷从运输巷开口至辅运巷。每新施工一个联巷将上一个联巷砌筑两道临时挡风墙。这样辅运巷运输联巷40T刮板机转载至运输巷皮带。
4、施工前由地测部门提前给出巷道的中线，施工过程中严格按照设计位置及中线进行施工；首先由外向里的顺序，对开口处前后各10m范围内顶板和两帮进行检查，如有片帮、悬矸等，要及时处理掉，掩护好巷道内20米范围内的线缆、风水管路，确认安全后，方可开口掘进，截割后完成一个循环及时临时支护，在临时支护的掩护下利
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用锚杆钻机打顶部锚杆眼和锚索眼、安装顶部锚杆、锚索。
5、12205开口处前进左帮直接抹角，规格R=5.0m，以便以后搬家倒面使用。
第二节 施工工艺
一、综掘作业流程
12205运、辅、及联巷均采用EBZ160（B）型悬臂式掘进机沿煤层一次成巷方式掘进。
1、综掘工艺流程
交接班→安全质量检查→开机前的准备→掘进机割煤、胶带运输机运输→临时支护→永久支护→下循环。
2、检修工艺流程：检修掘进机各部位、注油、更换截齿、检修各部元件、检修其他、掘进。
二、作业形式
采用横向往复式截割，先将截割头调至巷道的左下部，伸出截割头，由巷道左下部煤壁开口进刀，进刀深度以750mm为宜，然后按照自下而上从左到右的顺序进行截割，一个循环截割完毕后进行支护，再进入下个循环的截割过程，往复进行。截割掉落的大块煤岩体要先停机破碎再装运。 1、操作顺序
启动油泵电机→开动第一运输机→开动星轮→开动截割头。以此作为开动顺序，停止顺序则相反。
2、交接班
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实行工作面现场“手指口述”交接班，根据各工种各岗位按时对应交接，以安全生产标准化标准为准则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况进行安全辨识，对任务完成情况，进行全面详细检查，认真交接，做到责任明确，共同协商遗留存在问题，做好施工的准备工作。
3、危险源辨识及安全质量检查
每班开工前都要进行对作业环境范围内的安全情况进行一次全面安全风险辨识。检查巷内通风设施，瓦斯浓度，并认真清除顶帮浮煤、伞檐、活矸等一系列不安全隐患，确认顶板支护完好，不空顶，风筒距工作面不超过15m，工作面瓦斯浓度不超限，综掘机空载运行完好安全后，方可作业。
4、割煤
（1）、掘进机司机必须持证上岗，按章操作。
（2）、开机前必须认真检查巷道中线、激光及掘进机的开关、信号、喷雾、油量、灯光等，确认无误后，方可进行开机。
（3）、开机前必须提前3分钟发出警报，其前方及转载机活动范围内，严禁人员作业或逗留。
（4）、割煤过程中，掘进机司机工作时精力集中，开机平稳，看好中线，前进时将铲板落下，后退时将铲板抬起，并需有一名副司机配合作业，负责观察掘进机运行情况及后方信号，有异常情况立即停机，切断电源，查明原因。
（5）、司机要经常注意掘进机运转情况是否正常，发现异常，应立即停机处理。
（6）、掘进机无照明灯、无水或水量不足禁止割煤。
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（7）、停机后，截割头必须及时落地，司机锁好急停，其他人员不得开机。
（8）、每循环结束后，将掘进机退后至永久支护最后一排锚杆以里，截割头落至底板，并切断电源，断开闭锁开关。
（9）、掘进机截割时尽量减小伞檐，截割过后及时采用手镐修整伞檐。
第五章 生产辅助系统 第一节 压风自救系统
一、压风来自地面压风机房安装的两台OLG-100A螺杆式空气压缩机，排气压力1.0Mp，电机功率75KW,一台工作，一台备用，另一台型号：OLG180-100A螺杆式空气压缩机，排气压力1.0Mp，电机功率132KW,作为检修用。
二、压风路径：地面压风机房 →主斜井→ 一水平运输大巷→ 12205运输、辅运巷掘进面。
三、压风管路参数计算：
12205辅运巷和运输巷同时掘进，每个工作面配置两台锚杆机，一台锚索机，锚杆机、锚索机用风量每台5.3m3/min，额定气压为 0.5Mp。锚杆机、锚索机同时使用系数为0.5Mp，合计需要用风量 5.3×3×0.5= 7.95m3/min，需要满足0.4-0.63 Mp压力。而地面压风站两台压风机额定排气量11m3/min，排气压力1.0Mp，满足工作面使用要求。根据排气压力选择DN100钢管，运输巷及辅运巷每隔100米设一支管及阀门。支管直径均为KJ19mm。
管路吊挂均在前进左帮，距顶板300mm打眼，安装10#槽钢托架，
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长度900mm，槽钢托架每隔5.0m一组，托架眼深500mm。
第二节 供水、防尘、消防系统
一、供水
工作面供水来自地面高位水池，经DN100钢管管路静压至工作面。地面高位水池标高为+1310.00m， 井下工作面最低标高为+ 1237.031m, 高差72.97m，自然水压为约7.30Mp，井下综掘机外喷雾供水压力≥4.0Mp，满足最大水压要求。
供水管路路径：地面高位水池 → 主井→ 二盘区运输大巷 → 12205运输巷、辅运巷。
供水管路在12205运输巷每隔50m设一阀门及支管，辅运巷每隔100m设一阀门及支管。支管直径均为KJ19mm。支管同时用于供水、消防、防尘。
二、 综合防尘
1、掘进中的水源由地面静压水池采用DN100供水管经主井→二盘区运输大巷→12205运输巷、辅运巷。
运输巷、辅运巷管路吊挂均在前进右帮，距顶板300mm打眼，安装槽钢托架。槽钢托架每隔5.0m一组，托架眼深500mm。
管路施工前危险源辨识：确认托架安装牢固可靠，连接前将风管杂物用压风吹净，连接时至少两人操作。
防尘供水管路吊挂平直，不漏水，管路三通阀门便于灵活操作。 2、供水管距工作面不得大于50m。
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3、12205运输巷掘进巷道中每隔50m设一个直通阀门及支管供喷雾降尘，工作面距迎头50m设一道净化水幕装置，距回风巷口30m处设一道风流净化水幕装置。
4、12205辅运巷掘进巷道中每隔100m设一个直通阀门及支管供喷雾降尘，工作面距迎头50m设一道净化水幕装置，距回风巷口30m处设一道风流净化水幕装置。
5、管道防尘的各类设施实行挂牌管理。如净化水幕，喷雾装置，重要支水管阀门，消防管路标示等。
6、消防：井下消防管路与供水管路共用。需要消防的地点可在供水管路支管处接通。
第三节 隔爆设施
一、防爆措施
按照设计要求为限制瓦斯、煤尘爆炸范围，在掘进工作面巷道内安设隔爆水棚，隔爆水棚选用水袋棚，水袋型号为GBSD-40型，12203掘进巷道内安设4处，分别为运输巷安设2处，辅运巷安设2处，每处安设14架水袋棚，棚区长21.48m。
二、隔爆水棚的结构与选型
因近年来水棚已逐渐取代岩粉棚成为隔爆的主要形式，从而工作面隔爆选用水袋棚进行隔爆。
12205掘进工作面选用GBSD-40型水袋，容积为40L。
水袋规格参数表
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型号 项目 长×宽×高（mm） 设计水量（L） 孔数（个） 三、水袋的计算及布置 1、布置方法的确定
GBSD-40 800×300×200 40 8 备 注 按《煤矿安全规程》规定，设计在掘进巷道中设置辅助隔爆水袋。 水袋采取集中式布置，距掘进工作面迎头、回风巷口60～200m。
2、总水量 G=g×s 式中：
G——总水量（L）
G——每平方米巷道所需水量（200L/m2）
S——巷道净断面积（m2），运输巷净断面11.5m2，辅运巷9.2m2
计算。
则隔爆水袋总水量： G运=200×11.5=2300（L） G辅=200×=1840（L） 3、单架水袋水量
根据巷道宽度与水袋尺寸，（水袋长800mm），水袋排（列）中，占巷道宽度之和与巷道最大宽度的比例至少为35％，水袋排（列）
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内水袋之间的间隙、水袋同支架或巷道之间的间隙之和≯1.5m，即，运输巷（5.0-1.5）÷0.8=4.4, 辅运巷（4.0-1.5）÷0.8=3.13 ：预按运输巷一架水袋棚架设GBSD-40型4个，辅运巷架设4个。
0.8×4÷4.0=80％， 0.8×4÷5.0=64％，一架水袋棚架设GBSD-40型4个（运输巷），4个（辅运巷）均满足要求。
根据现场巷道内管路和电缆、风筒所占用的空间，运输巷每架挂设4袋，辅运巷按计算要求每架4袋挂设。
按所选取的水袋型号与袋子数计算每架水量： 运输巷：40×4=160（L） 辅运巷：40*4=160（L） 4、水袋棚架数 N=G÷Gn
N——水棚架数（架） G——总水量（L/m2） Gn——每架水袋棚水量（L） 则：掘进工作面水袋棚架数为： N运=2300÷160=14.4，取整数架；15架 N辅=1840÷160=11.5，取整数架；12架 5、水袋棚区长度
按《煤矿安全规程》要求，掘进巷道内的隔爆水棚棚区长度不得小于20m，水袋之间的间距为1.0～3.0m，水袋棚架之间中心距离取1.5m。隔爆水袋宽度为0.4m。
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则隔爆水袋棚架数为： （1）、运输巷隔爆水袋架数：
20÷1.5=13.33（架），取14架，按水量计算应为15架。故同时满足两个条件应为15架，共60个水袋。
（2）、辅运巷隔爆水袋架数：
20÷1.5=13.33（架），取14架，按水量计算应为12架，故同时满足两个条件应为14架，共56个水袋。
水袋棚区长度辅运巷：14×1.5+0.4=21.40m。运输巷：15×1.5+0.4=22.9m。
四、隔爆水袋架设要求
1、隔爆水袋设施设置在距工作面迎头、距回风巷口均为60～200m直线段内，长度不小于20m，水袋架排之间的间隙不大于1500mm，水袋边与巷壁、顶板、构件物间的距离不得小于100mm，水袋底边距巷道底板高度不应小于1800mm，提勾方向双面均朝向水袋内侧，且每周至少检查一次。
2、水袋安装方式采用吊挂式，呈横向布置。
3、棚子与棚子之间应用铁丝拉紧，以免水棚晃动，并应调整水袋架与金属支架连接构件使袋面保持水平。
五、水棚给水系统
水棚给水主要通过12205掘进巷道中的防尘供水系统管路支管阀门供给，并定期检查水棚中的水量，不足时要按设计要求添足。
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第四节 掘进供电系统
一、综掘工作面供电设计说明
12205掘进工作面位于2-2#煤层。巷道设计长度为2303m米，坡度0-4°工作面采用两台EBZ-160B型掘进同时承担着两条巷道的掘进。掘进工作面两台掘进机由一台KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站供电，运输巷皮带机及其它机电设备由一台KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站供电，局部通风机专用变压器由二盘区3100米处机电硐室KBSGZY-315/10/1.2型移动变电站供电，局部通风机另一回路供电由二盘区变电所二回路KBSGZY-315/10/1.2型变压器供电，供电情况详见《掘进工作面供电系统图》。 二、掘进工作面设备选型
根据我矿现场实际及使用经验设备选型如下： 1、掘进机
EBZ-160B掘进机主要技术参数：
供电电压：1140V 总功率：260KW 2、运输巷可伸缩带式输送机
DSJ100/63/132皮带运输机主要技术参数： 运输能力：200T/H 电机功率：2X132KW 带速：2m/S 带宽：1000mm 三、掘进工作面供电设备选型
1）探水钻机：采用ZYJ-400/260架柱式液压回转钻机，其额定功率15KW,额定电压660/1140V。
2）辅运巷可伸缩带式输送机：采用DSJ80/2x40型输送机（1部），额定电压1140V,
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3）刮板机采用SGB-620/40T型，其额定功率55KW,额定电压1140V。
4）潜水泵：采用BQW20-50-7.5型(1台），额定电压1140V。 3、运输巷设备统计以及负荷表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 设备名称 可伸缩皮带机 潜水泵 移动变电站 移动变电站 真空软起动器 低压馈电开关 真空磁力起动器 真空磁力开关 照明综保 双电源双风机开关 对旋式通风机 拉紧绞车 型号 DSJ100/63/132 BQW20-50-7.5 KBSGZY-630/10/1.2 KBSGZY-315/10/1.2 QJR-400/1140(660) KBZ-400/1140(660) QJZ-120/1140(660) QJZ-80/1140(660) ZBZ-8.0/1140(660) QJZ-2X120/1140(660) FBD№.6/2×11 单位 部 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 数量 1 1 1 1 2 2 1 2 1 2 2 １ １ 17 功率KW 264 7.5 7.5 7.5 286.5 探水钻 合计 ZYJ-400/260X15kw 4、辅输巷设备统计以及负荷
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 设备名称 综掘机 可伸缩皮带机 刮板机 移动变电站 真空软起动器 低压馈电开关 真空磁力起动器 照明综保 双电源双风机开关 对旋式通风机 型号 EBZ-160B DSJ80/2x40 SGB-620/40T KBSGZY-630/10/1.2 QJZ-400/1140(660) KBZ-400/1140(660) QJZ-120/1140(660) ZBZ-4.0/1140(660) QJZ-2X120/1140(660) FBD№.6/2×11 单位 台 部 部 台 台 台 台 台 台 台 数量 3 1 １ 1 2 2 2 1 ２ 2 27 功率KW 520 80 55 655 合计
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三、掘进工作面运输巷胶带机供电设备选型
1、胶带机B-13移变容量选择
DSJ100/63/132胶带机功率264KW一台，
S=∑PN×kr
cos ?∑PN=P胶带机+P其它 = 286.5KW
需用系数：Kr=0.5（胶带机）
平均功率因素：cosΦ=0.7（胶带机），综掘工作面运输巷负荷统计286.5KW
0.5S=∑PN×kr=286.5×=203.4KVA
cos ?0.7选用一台KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站满足要求。
B-7综掘机以及胶带机供电设备选型 2、1140V综掘机变压器容量选择 EBZ-160B掘进机功率260KW二台，
S=∑PN×kr
cos ?∑PN=P掘进机+P其它 = 655KW
需用系数：Kr=0.5（掘进）
平均功率因素：cosΦ=0.7 综掘工作面辅运巷负荷统计655KW
0.5S=∑PN×kr=655×=465KVA
cos ?0.7
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选用一台KBSGZY-630/10/1.2型移动变电站满足要求。
3、双风机专移变B-3容量选择
S=∑PN×kr
cos ?∑PN=P风机+P =(22+22 =44KW
需用系数：Kr=0.5（掘进）
平均功率因素：cosΦ=0.7（掘进），
0.5S=∑PN×kr=44×=31.2KVA
cos ?0.7选用一台KBSGZY-315/10/1.2型移动变电站满足要求。
4、移动变电站高压开关的选择 1) 配电装置额定电压为10KV。
2)高压配电装置的额定电流应大于变压器的最大长时工作电流。 3)变压器的最大长时工作电流为额定电流。 Ie=
Se3Ve?1000*1000?57.7A
1.732*10000式中 Se－变压器额定容量 KVA
Ve－变压器高压侧额定电压 KV
根据计算两台移变都选择PBG-200/10Y的高压配电装置
四、电缆的截面选择及校验
1、 移变高压电缆截面选择
按设计规定和矿用高压电缆选型，初选MYJV22-10KV型矿用铜
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
芯、高压电缆。
1﹚，按长时允许电流选择电缆截面 Iw=?PnKx10001247.5*0.55*1000=?56.6A 1.732*10000*0.73UeCOS?式中 ?Pn－综掘、所有设备功率之和 KW
Kx－需用系数，取加权平均数
COS?－参加计算的所有电力负荷的加权平均功率因数
根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表50mm 2为173A＞56.6A 2﹚，按经济电流密度校验电缆截面
A=
I?25.2mm2 J式中A－－电缆主芯截面
J－－经济电流密度 A／mm2 查表得2.25
根据高压电缆经济电流密度校验50mm 2电缆能够满足要求。 3﹚按允许电压损失校验
⊿U％=PLK=1.2475×0.99×0.502=0.62％＜5％ 式中⊿U％－高压电缆线路中电压损失百分数
K－兆瓦公里负荷矩电缆中电压损失百分数，10KV时，查表参考值0.502％
P－电缆输送的有功功率，兆瓦 L－电缆长度，KM
5％－允许电压损失百分数 按电压损失校验，满足要求 4﹚热稳定校验电缆截面
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设井下盘区变电所10KV母线上最大短路容量限制50MVA,最大三相稳态短路电流
I(3)?50?106Sa?==2887A
1.732?100003U
(3)I?ti2887?0.25Amin==?15.5mm2＜50mm2
C3?93.4式中 ti－短路电流假想时间，即热等效时间，取0.25S
C－电缆热稳定系数，铜芯电缆取93.4 热稳定校验电缆截面满足要求 2、低压电缆选择 1）综掘机供电电缆选择
①根据负荷情况，由两台KBSGZY-630/10/1.2型移变为各供两巷综掘机供电。
电缆的选择：
从KBSGZY-630/10/1.2型移变到综掘机供电电缆选择：
I?p3Ucos??2603?1.14?0.85?155A
综掘所计算的结果，50mm2高压电缆满足供电要求
MYP-3*70+1*25屏蔽电缆的长时允许载流量为173A＞155A，考虑电缆长时允许通过电流和机械强度，决定两巷选用MYP-3*70+1*25型屏蔽电缆。
②供电系统详见《掘进工作面供电系统图》 2）1140V供电电缆选择
①根据负荷情况，由一台KBSGZY-315/10/1.2型移变为运输巷及辅运巷局扇主电源供电。
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
电缆的选择：
KBSGZY-315/10/1.2 型移变风机供电电缆选择：
I?p3Ucos??443?1.14?0.85?27A
MYP-3*35+1*16矿用移动橡套软电缆的长时允许载流量为130A，考虑电缆长时允许通过电流和机械强度，决定选用MY-3*35+1*16型矿用移动橡套软电缆。
②供电系统详见《掘进工作面供电系统图》
五、高爆开关整定
1、机电硐室B-7#移变高爆开关（生产动力移变）整定： 变压器为KBSGZY-630/10/1.2，按最大负荷为655kw，整定，高爆开关KBG-200/10Y额定电流为200A 、电流互感器为200/5。过载值有0.2～1.4倍档可选用，短路保护整定值有1.6～10Ie档可选用.
①运行电流Ie整定：
Ie=ΣP/√3Ucos￠＝655/1.732x10x0.85=32.14A ②过载电流Iz整定： Iz=Ie=32.14A，整定32A 整定过载电流为 0.4档 ③短路电流Id整定：
短路电流按躲过最大启动电流计算，一般要求为额定电流的6-8倍计算，
Id=8Ie=8×32=257A
整定短路电流值为2.4档。
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2、机电硐室B-13#高爆开关（生产动力移变）整定： 变压器为KBSGZY-630/10/1.14，按最大负荷为286kw，高爆开关PBG-200/10额定电流为200A 、电流互感器为200/5。过载值有0.2～1.4倍档可选用，短路保护整定值有1.6～10Ie档可选用.
①运行电流Ie整定：
Ie=ΣP/√3Ucos￠＝286/1.732×10×0.85=68.4A ②过载电流Iz整定： Iz=Ie=68.4A，整定68A 整定过载电流为 0.2档 ③短路电流Id整定：
短路电流按躲过最大启动电流计算，一般要求为额定电流的6-8倍计算，
Id=8Ie=8×68=544A
整定短路电流值为2.1档。
3、机电硐室B-3#高爆开关（局部通风机专用移变）整定： 变压器为KBSGZY-315/10/1,14，按最大负荷为44kw，44KW整定，高爆开关PBG-200/10额定电流为200A 、电流互感器为200/5。过载值有0.2～1.4倍档可选用，短路保护整定值有1.6～10Ie档可选用.
①运行电流Ie整定：
Ie=ΣP/√3Ucos￠＝44/1.732×10×0.85=6.4A ②过载电流Iz整定：
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Iz=Ie=6.4A，整定7A 整定过载电流为 0.2档 ③短路电流Id整定：
短路电流按躲过最大启动电流计算，一般要求为额定电流的6-8倍计算，
Id=8Ie=8x7=56A
整定短路电流值为1.5档。 六、低压开关整定
1、综掘机D-8 D-9馈电开关整定 1）综掘机的额定电流
I掘进机+油泵（100KW电机）=Pe/(3 *Ue*cos?) =100*103/(3 *1140*0.85) =59.5A
I截割头=Pe/(3 *Ue*cos?) =160*103/(3 *1140*0.85) =95.3A 2）过负荷整定 IZ=∑Ie =59.5+95.3 =154.8A 取:155
KBZ-400馈电开关整定电流为155A 3）短路整定
Id=KIe+∑Ie
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=8*155 =1240A
取额定电流155A的8倍，取1240A 4)灵敏度校验
用馈电开关负荷侧处最远点发生两相短路电流进行校验
换算 70mm2电缆，实际长度950m，折算系数为1，换算长度为950m； 630KVA变压器、 查表得 Id（2）两相短路电流值为1580A。
Id（2）÷Iz=1580÷520=3.04>1.2 合格
2、运输巷皮带机D-7馈电开关整定 1）皮带机额定电流
Ie皮带+探水钻+水泵+张紧车=Pe/(3 *Ue*cos?) =286.5*103/(3 *1.14*0.85) =170.7A 2）过负荷整定
Iz皮带= Ie皮带=170.7A 取整定值171A 3)短路整定
Id= KIe=8*171=1368A
取整定电流171A的8倍，取1368A 4）灵敏度校验
换算 70mm2电缆，实际长度150m，折算系数为1，换算长度为150m；25mm2电缆，实际长度10m，折算系数为1.91，换算长度为19.1m； 折算电缆长度合计354m.
630KVA变压器、 查表得Id（2）两相短路电流值为1714A。
Id（2）÷Id=1714÷171=10.02>1.2 合格
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3、运输巷皮带机K-28 K-29开关整定 1）皮带机单机额定电流 Ie皮带=Pe/(3 *Ue*cos?) =132*103/(3 *1.14*0.85) =78.6A 2）过负荷整定
Iz皮带= Ie皮带=78.6A 取整定值78A 3)短路整定
Id= KIe=6*78=468A
取整定电流78A的6倍，取468A 4）灵敏度校验
换算 70mm2电缆，实际长度50m，折算系数为1，换算长度为50m；50mm2电缆，实际长度10m，折算系数为1.91，换算长度为19.1m； 折算电缆长度合计110m.
630KVA变压器、 查表得Id（2）两相短路电流值为1714A。
Id（2）÷Id=1714÷78=21.9>1.2 合格
4、辅运巷皮带机D-23馈电开关整定 1）皮带机，额定电流 Ie皮带=Pe/(3 *Ue*cos?)
=159.5*103/(3 *1.14*0.85) =95.04A 2）过负荷整定
Iz皮带= Ie刮板机=95.04A 取整定值95A 3)短路整定
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
Id= KIe=8*95=648A
取整定电流81A的8倍，取762A 4）灵敏度校验
换算 70mm2电缆，实际长度50m，折算系数为1，换算长度为50m；25mm2电缆，实际长度10m，折算系数为1.91，换算长度为19.1m； 折算电缆长度合计154m.
630KVA变压器、 查表得Id（2）两相短路电流值为1714A。
Id（2）÷Id=1714÷95=18.04>1.2 合格
5、辅运巷皮带机K-5 K-6开关整定 1）皮带机，额定电流 Ie皮带=Pe/(3 *Ue*cos?) =40*103/(3 *1.14*0.85) =23.8A 2）过负荷整定
Iz皮带= Ie皮带机=23.8A 取整定值24A 3)短路整定
Id= KIe=6*24=144A
取整定电流24A的6倍，取144A 4）灵敏度校验
换算 70mm2电缆，实际长度50m，折算系数为1，换算长度为50m；25mm2电缆，实际长度10m，折算系数为1.91，换算长度为19.1m； 折算电缆长度合计154m.
630KVA变压器、 查表得Id（2）两相短路电流值为1714A。
Id（2）÷Id=1714÷24=71.4>1.2 合格
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
6、刮板机K-16馈电开关整定 1）刮板机，额定电流 Ie刮板机=Pe/(3 *Ue*cos?) =55*103/(3 *1.14*0.85) =32.7A 2）过负荷整定
Ie刮板机=32.7A 取整定值33A 3)短路整定
Id= KIe=6*33=198A
取整定电流33A的6倍，取198A 4）灵敏度校验
换算 70mm2电缆，实际长度50m，折算系数为1，换算长度为50m；25mm2电缆，实际长度10m，折算系数为1.91，换算长度为19.1m； 折算电缆长度合计154m.
630KVA变压器、 查表得Id（2）两相短路电流值为1714A。
Id（2）÷Id=1714÷=51.9>1.2 合格
7、探水钻机K-48开关整定 1)探水钻机额定电流 Ie钻机=Pe/(3 *Ue*cos?) =7.5*103/(3 *1.14*0.85) =4.46A 2）过负荷整定
Iz=Ie钻机=4.46A 取整定值5A 3）短路整定
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
Id= KIe=6×5=30A
取整定电流5A的6倍，取30A 4）灵敏度校验
换算 35mm2电缆，实际长度350m，折算系数为1，换算长度为750m；25mm2电缆，实际长度10m，折算系数为1.91，换算长度为19.1m； 折算电缆长度合计769.1m.
查表得Id（2）两相短路电流值为907A。
Id（2）÷Id=907÷20=45>1.2 合格
8、潜水泵K-49开关整定
1)潜水泵额定电流 Ie水泵=Pe/(3 *Ue*cos?) =5.5*103/(3 *1.14*0.85) =3.27A 2）过负荷整定
Iz=Ie水泵=3.27A 取整定值4A 3）短路整定
Id= KIe=6×4=24A
取整定电流4A的6倍，取24A 4）灵敏度校验
换算 25mm2电缆，实际长度750m，折算系数为1，换算长度为750m；4mm2电缆，实际长度10m，折算系数为11.97，换算长度为119.7m； 折算电缆长度合计869.7m.
查表得 Id（2）两相短路电流值为809A。
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
Id（2）÷Id=809÷4=202.2>1.2 合格
七、局部通风机供电系统：
1、局部通风机双电源：风机专用线取自二盘区配电室移变二回路（局部通风机专用变压器），另一路取自二盘区变电所一回路高爆开关。 风机变压器一台为KBSGZY-315/10/1.14型（局部通风机专用变压器两台）。满足要求。
四、EBZ160（B）掘进机技术参数
EBZ160（B）悬臂式掘进机技术参数表
名 称 单位 规 格 名 称 单位 规 格 适 用 范 围 适应巷道净断面(最大) 截割最大尺寸(宽×高) 截割岩 石硬度 最大工作坡度 外形尺寸(长×(宽×高) ㎡ m Mpa mm t kW kW kW kW r/min r/min 14.5 3.090× 4.815 ≤80 ±18° 10400× 2800×1500 50 315.5 260 160 230 47 镐形 1472 装运 机构 行走 机构 装运形式 装运能力 牵引力 行走速度 m3/h kN m/min Mpa kW L/min Mpa V r/min Mpa L/min Mpa 星轮式（液压马达驱动） 220 ≥250 0-7 0.136 100 210 22 660V/1140V 1470 外喷雾≥2.5 内喷雾≥3.0 ≥80 ≥3.0 接地比压 油泵驱动功率 液压 系统 总流量 系统压力 电控 系统 喷雾冷却系统 供电电压 液压泵转速 喷雾冷却 水压力 供水流量 外供水压力 一 般 特 征 总质量 总功率 实际使用功率 切割功率 电动机功率 工 作 机 构 截割头转速 截齿形式 截割转速
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五、缆线铺设：各类电缆、监控线必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。电缆沟悬挂巷道前进左帮，距顶板300mm打设电缆吊挂眼，每隔1.5m打设一组。每组挂钩数量根据线缆数量选择。 附图：12205综掘工作面供电系统图（NO.9）
第五节 通风系统
一、局部通风机选用FBD№6.0/2×18.5KW型，查参数可知其吸风量245—445m3/min，取445 m3/min，风压：802～4300pa，供电实行“三专两闭锁”。专用电源为：来自3100m联络巷配电点KBSGZY-T315/10型移变，专用开关为：QBZ-ZX80型双电源真空开关，专用电缆为MYP3×35＋1×16mm2。风筒选用直径600mm阻燃胶质风筒，供风距离2000m。
二、通风方式
1、通风采用压入式通风方式，局部通风机采用同参数双风机双电源。
2、局部通风机电源为双回路供电，主风机出现故障时，备用风机能自动切换投入运行。
3、运输巷、辅运巷掘进初期所需通风机及启动装置安装在二盘区辅运大巷，风机距运输巷口大于10m,风筒吊挂在前进左帮。运输巷风筒经二盘区运输大巷12204运输巷掘进工作面，吊挂在巷道前进左帮，辅运巷风筒经二盘区大巷、运输巷、运辅联巷至辅运巷掘进工作面，风筒吊挂在前进右帮。局扇距启动装置距离不小于5m，且风机10m范围内支护完好，无淋水、积水、淤泥和杂物，局部通风机离巷道底板高度≥300mm。风筒上边缘距顶板300mm处。
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
当局部通风机达到最大供风距离，且不能满足工作面供风风量时，前移四台风机于运输巷中。辅运巷风筒仍然经联巷送至工作面。所施工过的联巷都已砌筑临时挡风墙。运输巷回风也经最前端的一个联巷（未砌挡风墙）至辅运巷回风流中。
4、风筒出口距工作面距离不得超过15m，风筒要吊挂平直，逢环必吊，不得有死弯和破口，保证工作面有足够的风量。
三、综掘工作面的风量计算
独立通风的掘进工作面需要风量计算具体方法：每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员等规定分别进行计算，然后取其中最大值。然后风机的最大工作风量，确定整个掘进工作面的全风压供给的风量(即掘进工作面的总需要风量Q倔全)。
1、按瓦斯涌出量计算 Q掘= 100q掘×KCH4
Q掘——综掘工作面需要风量，m3/min
q掘——综掘工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量，m3/min，绝对瓦斯涌出量为0.73m3/min。
K掘—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。 Q掘 = 100q掘×KCH4 =100×0.73×1.6 =116.8m3/min。
2、按照二氧化碳涌出量计算 Q掘=67×qhc×khc 式中：
qhc—掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳绝对涌出量，为0.18m3/min；
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，为1.6；
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
则：Q掘=67×0.18×1.6＝19.3m3/min 3、按工作面最大班人员数量计算
按综掘工作面同时作业人数计算： 掘进工作面的需风量： Q掘 = 4×nc
式中：
4—每人每分钟应供应的最低风量，m3/min； nc—掘进工作面同时工作的最多人数。按16人计；
Q掘=4×16=64m3/min 4、按巷道内最低风速计算： Q辅=0.25×12.48×60=187.2m3/min。 Q运=0.25×13.2×60=198m3/min。
5、按稀释无轨胶轮车（柴油机车）风量计算
工作面采用一台装载机和一台胶轮车柴油机设备作辅助运输，但不同时运行，所需供风量为：
每台柴油机设备风量按4.0 m3／min·kW（含装载机和胶轮车）；根据现场实际使用经验，工作面按1台48 kW无轨胶轮车，1台60kW铲装机，不同时使用，取最大功率60KW。（因为盲巷段一般＜200m）。 ∑Q胶轮车=4×60=240m3/min。
6、按局部通风机吸风量计算
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府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程
Q掘=Q扇×Ii+60×0.25Shd 式中：
Qf—局部通风机选FBD№6.0/2×18.5KW型，查参数可知其吸风量445-245m3/min，取最大吸风量445m3/min。 Ii—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台； 0.25—巷道允许的最低风速（煤巷），m/s；
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2 ；
Q掘=445×1+60×0.25×13.2=643m3/min 两巷道同时供风全风压风量：
Q=445×2+60×0.25×13.2=1088m3/min。 取六项中的最大，则Q掘1088m3/min。
7、风量校核（根据全煤巷道满足最低风速0.25m/s，最高风速4.0m/s校核）即：
运输巷：0.25m/s 即：0.25×12.48×60 187.2 即：0.25×13.2×60 198 根据以上计算结果和校核，查风机型号，选用FBD№6.0/2×18.5KW型局部通风机，查参数可知吸风量445-245m3/min，取最大吸风量,445m3/min，工作面所需最大风量为1088m3/min，所选风机符合要求。运输巷、辅运巷两工作面选择同型号风机，每个工作面风机为 - 47 - 府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程 两台同型号电机。风筒选择直径600mm胶质阻燃风筒。 矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机参数表 序号 1 2 3 4 5 6 项 目 局部通风机 电 压 电 流 风 量 风 压 额定转速 单 位 V A m3/min pa r/min 参 数 FBD№6.0 660/1140 20.05/11.6 445/245 802/4300 2930 五、巷道配风及风量调节： 1、巷道配风： （1）巷道掘进初期： 供两巷道工作面风机均安设在二盘区辅运大巷内，按使用的单台电机局部通风机吸风量计算每个工作面配风量： Q掘=Qf×Ii+60×0.15Shd 式中： Qf—局部通风机选FBD6.0/2×18.5KW型，查参数可知其吸风量445-245m3/min，取445m3/min。 Ii—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台； 巷道允许的最低风速（煤巷）， 0.25m/s； Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，11.3m2 运输巷（辅运巷）：Q=445×1+60×0.15×11.3=546.7m3/min。 两巷道同时供风全风压风量：Q=445×2+60×0.15× - 48 - 府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程 11.3=991.7m3/min。 满足此风量的二盘区运输巷风机位置吸风口前50m范围风速应为：1.5m/s。 （2）巷道掘进后期： 供两巷道工作面风机均安设在12205运输巷内，按使用的单台局部通风机吸风量计算每个工作面配风量： 运输巷（辅运巷）：Q=445×1+60×0.25×12.48=632.2m3/min。 两巷道同时供风全风压风量：Q=445×2+60×0.25×13.2=1088m3/min。 满足此风量的12205运输巷风机位置吸风口前50m范围风速应为：1.45m/s。 2、风量调节：在二盘区运输巷风机吸风口前直线段无交叉口处测风，满足风速要求，风机前移后，在12205运输巷风机安设位置吸风口前50m无交叉口处测风，满足风速要求，当风速达不到要求时，应及时调风，调风可在12205回风巷调节风门处通过增减活动木板调风，也可根据其他办法调整二盘区的配风。 3、风筒出风口到达风流射出的最远距离计算 （1）、运输巷L=（4～5）A1/2;L=（4～5）A1/2风流有效射程;巷道断面积，m2；1/2为面积的平方根；（4～5）为风流有效射程系数，当风筒出口风速小时选4，较大时选5。及L=5 L=（4～5）A1/2 L 风流有效射程 - 49 - 府谷县鸿锋煤矿 12205工作面掘进作业规程 A 巷道断面积m2 V2 断面积的平方根 （4-5） =16.2m （2）、辅运巷L=（4～5）A1/2;风流有效射程及L=5 =16.2; 巷道断面积，m2；1/2为面积的平方根；（4～5）为风流有效射程系数，当风筒出口风速小时选4，较大时选5。及L=5√11 =16.6m 按照上述计算后，两巷道风筒出风口到达迎头距离不大于15m。 第六节 排水系统 一、根据地质说明书预测，巷道掘进过程中局部会出现微量的底板渗水现象，涌水量基本不影响生产。本综掘工作面不存在承压水患。 二、特殊情况在巷道低洼处有积水时，施工中，综掘队组需视情况施工临时水窝，或临时采用YBQW7.5kW水泵排水至封闭水车拉运至井下中央水仓。当排水车不能满足排水要求时，将YBQW7.5kW水泵的排水管路接入二盘区运输大巷的DN100的总排水管路，然后排至中央水仓。 三、排水路线：综掘工作面→12205运输巷、辅运巷→二盘区运输大巷→中央水仓→地面。 - 50 -
12205掘进作业规程(20242.13) - 图文
