煤业有限公司掘进工作面施工组织设计

煤业有限公司掘进工作面施工组织设

计

山西灵石昕益致富煤业有限公司

掘进工作面施工组织设计

工作面名称:井下煤仓工程

编制人:

施工单位:温州锐峰矿山建设有限公司

施工负责人:

批准日期: 年月日

执行日期: 年月日

会审签名

会审单位及人员签字:

矿长: 年月日总工程师: 年月日安全矿长: 年月日生产矿长: 年月日机电矿长: 年月日通风矿长: 年月日施工单位: 年月日

会审意见

学习培训考试记录

会审签名 ......................... 错误!未定义书签。会审意见 ......................... 错误!未定义书签。学习培训考试记录 ....................... 错误!未定义书签。

第一章巷道布置及支护说明 ............. 错误!未定义书签。第一节巷道布置 ...................... 错误!未定义书签。第二节巷道支护 ...................... 错误!未定义书签。第二章施工工艺 ........................ 错误!未定义书签。第一节施工方法 ...................... 错误!未定义书签。第二节施工工艺 ..................... 错误!未定义书签。第三节管线布置 ..................... 错误!未定义书签。第四节主要设备表 ................... 错误!未定义书签。第三章生产系统 ...................... 错误!未定义书签。第一节通风系统 ..................... 错误!未定义书签。第二节监测系统 ..................... 错误!未定义书签。第三节综合防尘 ..................... 错误!未定义书签。第四节运输 ......................... 错误!未定义书签。第五节供风、供水、排水系统.......... 错误!未定义书签。第六节供电系统 ..................... 错误!未定义书签。第七节通讯照明系统 ................. 错误!未定义书签。第四章劳动组织及循环图表 ............. 错误!未定义书签。第一节劳动组织 ..................... 错误!未定义书签。第二节正规循环图表 ................. 错误!未定义书签。

第三节主要技术经济指标............... 错误!未定义书签。第五章安全技术措施 ................... 错误!未定义书签。第一节施工准备 ..................... 错误!未定义书签。第二节掘进安全技术措施.............. 错误!未定义书签。第三节爆破安全技术措施.............. 错误!未定义书签。第四节”一通三防”安全技术措施...... 错误!未定义书签。第五节机电运输安全技术措施.......... 错误!未定义书签。第六章避灾路线 ....................... 错误!未定义书签。

井底煤仓施工施工组织设计

第一章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、井底煤仓用于井下储煤或转载。

2、煤仓工程量22.0m,煤仓下口装载硐室扩掘工程量8.746m,煤仓主直径为6 m,支护厚度为150 m m;

第二节巷道支护

1、煤仓支护如下:

(1) 煤仓上口采用二次支护。第一次支护为锚网喷支护:喷C20砼厚50mm;煤仓上口锚杆为2.0m长树脂锚杆,杆体用φ18普通A3圆钢制成,套丝350mm,锚杆外露300mm,锚杆间排距均为700mm,矩形排列;每根锚杆2个K2835型树脂药卷;挂6mm钢筋网,网孔为150×150mm,规格1.5×0.8m,网片搭接长度100mm,搭接处每间隔300mm用12#铅丝绑扎一道。第二次支护为钢筋砼支护:浇注C30砼,厚度350mm,内加?20mm20MnSi螺纹钢为主筋,?10mm圆钢为辅筋,间排距200mm;钢筋绑扎在外露的锚杆上,保护层厚度100mm。

(2) 仓身采用锚喷网支护:喷C20砼厚150mm;锚杆为 2.4m 长普通树脂锚杆,间排距为600m;每根锚杆3个K2835型树脂药卷;其它锚喷网支护参数及方式同上。

(3) 煤仓流煤口采用钢筋砼支护:采用铁屑砼浇注,厚度为400mm;使用22Kg/m钢轨进行铺面,并用14a槽钢焊接固定,相邻两根钢轨之间的夹角为10°;流煤口配钢筋,内外层钢筋的间距为200mm,保护层厚度均为100mm。

2、煤仓下口装载硐室扩掘巷道采用二次支护。第一次支护为锚网喷支护:喷C20砼厚50mm;装载硐室锚杆为2.4m长树脂锚杆,杆体用φ18普通A3圆钢制成,套丝350mm,锚杆外露300mm,锚杆间排距均为700mm,矩形排列;每根锚杆2个K2835型树脂药卷;挂6mm钢筋网,网孔为150×150mm,规格1.5×0.8m,网片搭接长度100mm,搭接处每间隔300mm用12#铅丝绑扎一道。第二次支

护为钢筋砼支护:浇注C30砼,厚度350mm,内加20mm20MnSi螺纹钢为主筋,钢为辅筋,间排距200mm;钢筋绑扎在外露的锚杆上,保护层厚度100mm。

3、装载硐室两帮宽度均为4.8m,顶板高度随着9°30′的坡度变化由3.4m逐步增加为5.442m。

4、水沟净规格300×300(宽×深,mm),采用C20砼砌筑,铺底及壁厚均为100mm。

5、由于主斜井坡度较大,胶带输送机张紧设施优选机尾重车张紧,并预留重车安装及移动位置。

6、给煤机初选型号为K-3型,煤仓下口22号槽钢方框尺寸按照K-3型给煤机制作。

第二章施工工艺

第一节施工方法

一、施工方法

煤仓主体工程施工分四段:1、上口、仓帽;2、下部墙体承载梁;3、仓体直段;4、漏斗、仓下口与检修立眼、空气炮通道。

煤仓开口在上仓机头硐室内施工,煤仓下部硐室从煤仓进风巷进入施工。沿煤仓中心线打一?1200㎜的反井钻孔,掘进时进行通风、排水、排矸。

煤仓采用自上而下,分段扩刷分段砌碹的方法进行施工。全断

面一次扩刷9m后开始自下而上浇注混凝土,上段仓壁砌碹与上仓皮带机头基础一起施工,待上段施工完毕后,继续扩刷到12m 时停止扩刷施工下部承载梁,承载梁施工完毕再扩刷直至全部扩刷完毕与下部硐室一起自下而上进行混凝土砌碹。空气炮硐室当仓体施工至其位置时直接掘出;检修立眼从上部掘进 4 m,其余的从下部掘进。施工期间的工具、人员及材料由运输缆绳牵引的自制吊篮来运输。

附:施工工艺图

二、施工准备

1、测量人员给出中、腰线;

2、反井钻孔施工完成;

3、煤仓上、下口施工设备准备并调试完成;

4、加工好砌碹所需的模板及相关材料;

5、风、水、电至施工地点;

6、编制施工施工组织设计并向施工人员传达。

第二节施工工艺

一、掘进

钻爆法掘进,光面爆破,采用YTP-28型凿岩机钻眼,钻杆为?22㎜六角中空钢钎,钎头为?32㎜一字型钻头,钻杆长2.2m 。

使用煤矿许用二级乳化炸药,药卷规格为?35×200×0.15kg,前五段毫秒延期电雷管,总延期时间不超过130毫秒;MFB-200型发爆器起爆,沿反井向外布置炮眼,眼深2 m。爆破时分次装药分次起爆,共分7次进行起爆;

二、支护

1、锚喷支护

(2) 仓身采用锚喷网支护:喷C20砼厚150mm;锚杆为 2.4m 长普通树脂锚杆,间排距为600m;每根锚杆3个K2835型树脂药卷;

其它锚喷网支护参数及方式同上。

4、煤仓下口装载硐室扩掘巷道采用二次支护。第一次支护为锚网喷支护:喷C20砼厚50mm;装载硐室锚杆为2.4m长树脂锚杆,杆体用φ18普通A3圆钢制成,套丝350mm,锚杆外露300mm,锚杆间排距均为700mm,矩形排列;每根锚杆2个K2835型树脂药卷;挂6mm钢筋网,网孔为150×150mm,规格1.5×0.8m,网片搭接长度100mm,搭接处每间隔300mm用12#铅丝绑扎一道。第二次支护为钢筋砼支护:浇注C30砼,厚度350mm,内加20mm20MnSi螺纹钢为主筋,钢为辅筋,间排距200mm;钢筋绑扎在外露的锚杆上,保护层厚度100mm。

5、装载硐室两帮宽度均为4.8m,顶板高度随着9°30′的坡度变化由3.4m逐步增加为5.442m。

6、水沟净规格300×300(宽×深,mm),采用C20砼砌筑,铺底及壁厚均为100mm。

7、由于主斜井坡度较大,胶带输送机张紧设施优选机尾重车张紧,并预留重车安装及移动位置。

8、给煤机初选型号为K-3型,煤仓下口22号槽钢方框尺寸按照K-3型给煤机制作。

混凝土浇工艺流程见下图:

第三节管线布置

掘进时设一趟备用风筒?800,风筒吊挂时必须每个接头都固定在仓壁上;压风、压力水、喷浆管分别用软皮管接至工作面,三趟皮管每隔5m单独固定在仓壁上。

第四节主要设备表

设备及工具配备见下表:

第三章生产系统

第一节通风系统

煤仓施工过程中采用自然风压通风。

一、掘进工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算 Q=100q CH4×K

式中:q ch4----掘进工作面瓦斯绝对涌出量取1.0m3/min

K----通风不均衡系数 K=1.5

则:Q=150m3/min

2、按每循环炸药消耗量计算:

Q=25A

式中:A-----一次爆破的最大装药量 Kg A=28.26Kg

则Q=706.5m3/min

3、按工作面同时工作的最多人数计算:

每人每分钟需风4立方米,工作面交接班时人数最多50人。

Q=4Ν 则:Q=200m3/min

Ｑ取最大值为540m3/min

4、风速验算

按<煤矿安全规程>规定,巷道风速必须满足以下要求

即VminS≤Q≤WmaxS

Vmin=0.15m/s Vmax=4m/s Smin=78.5m2 Smax=83.3m2

则:Qmin=0.15×78.5×60=706.5m3/min

Qmax=4×78.5×60=18840m3/min

由上可知煤仓掘进工作面最低许风量为706.5 m3/min,采用自

然风压通风,必须加强测风并在西翼胶带机头硐室设一台2×30KW

备用局扇,一旦风量小于工作面最低需风量,立即开启局扇进行通风。

通风线路:

1)、新鲜风: 井底车场新鲜风流→煤仓进风巷→ 给煤机硐

室→反井钻孔→工作面。

2)、乏风:工作面→上仓斜巷→机头硐室→井筒→地面。

第二节监测系统

一、安全监测设备:KJ--70型监测系统布置在地面调度室中

心机房;KJF3型分站一台,布置于检修巷。

二、探头位置:(T1)距掘进正头不超过5m。(T2)距回风巷口

10---15m,悬吊位置距顶不大于300mm,距帮不小于200mm。

三、报警断电点:(T1)报警点为0.8%、断电点为1.0%,(T2)报警点断电点均为0.8%。

四、断电范围:(T1)、(T2)断电范围均为本巷道内所有非本安型电器设备。

五、每班的班长,队干、维护工必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。

第三节综合防尘

一、坚持湿式打眼,放炮时坚持使用水炮泥,放炮前后放炮地点20m范围内必须洒水降尘,装煤(岩)前后向煤岩堆洒水。

二、各转载点喷雾要设专人管理,随机开停,严禁长流水;巷道内所设的净化水幕等防尘设施,施工单位要管理使用好,严禁损坏。

三、配戴防尘口罩加强个人防护。

第四节运输

矸石由工作面人工攉至反井钻孔,煤仓下部给煤机硐室安装0.6m3耙矸机一台,利用其装岩,1T ”U”型矿车运输,煤仓进风巷采用JD-25KW调度绞车串车提升(每钩两车),运至井底车场,由副斜井提升至地面。

运煤路线:工作面→给煤机硐室→煤仓进风巷→井底车场

副斜井地面

二、材料及设备运输

1、材料及设备运输线路:地面料场→副井→井底车场→上仓皮带检修巷→上仓斜巷→工作面。

2、运输系统安装维护按照<煤矿运输系统文明生产实施细则>要求,实现标准化及文明生产。

第五节供风、供水、排水系统

一、供风、供水:分别从井底车场各引接一趟Φ108mm(风)、一趟2寸钢管经上仓皮带检修巷→上仓斜巷至工作面

二、排水:煤仓进风巷铺设一趟Φ50mm排水管,,用水泵经过排水管排至井底车场水沟,排水管布置在巷道下帮。

三、供风、供水、排水管路安装按照<义安煤矿机电系统文明生产实施细则>要求实现达标及文明生产。

第六节供电系统

一、动力电源:

由井下变电所动力变压器→井底车场→上仓皮带检修巷→上仓斜巷→工作面设备。

二、风机专用线:

由井下变电所风机专用变压器→上仓皮带检修巷→上仓斜巷

→工作面风机。

三、供电系统按要求实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。供电线路及设备做到”三无”、”四有”、”两齐”、”三全”、”三坚持”。

四、电气设备及电缆安装要求按照<义安煤矿机电系统文明生产实施细则>要求,实现标准化及文明生产标准。

附:煤仓供电系统图。

第七节通讯照明系统

一、值班室安设调度电话和行政电话各一部,可直拨矿内各单位,24小时有专人接听。

二、煤仓上口、煤仓进风巷上平段各安设一部防爆电话,可直拨矿内各单位,24小时有专人接听。

第四章劳动组织及循环图表

第一节劳动组织

掘进时采用”三八”工作制,三班滚动作业,砌碹时一班稳模,两班浇筑

附:劳动组织表

劳动组织表

第二节正规循环图表

每日一个循环,循环进尺1.8m,月进尺54m。

第三节主要技术经济指标

主要技术经济指标表

某煤矿（整合0.15Mt/a）供电设计（仅供参考）第一节供电电源一、供电电源某煤矿矿井双回路电源现已形成，其中：一回路电源由1#变电所10kV直接引入，LGJ-70型导线，距离矿区7公里；另一回路电源由2#变电所10kV直接引入，LGJ-120型导线，距离矿区20公里。第二节电力负荷计算经统计全矿井设备总台数84台，设备工作台数66台；设备总容量1079.64kW，设备工作容量696.34kW，计算负荷为：有功功率：513.24 kW 无功功率：425.94 kVar 自然功率因数COSΦ＝0.77 视在功率：666.96 kVA 考虑有功功率和无功功率乘0.9同时系数后：全矿井用电负荷有功功率：461.92 kW 无功功率：383.35 kVar 功率因数COSΦ＝0.77 视在功率：600.27 kVA 矿井年耗电量约243.89万kW·h，吨煤电耗约16.26kW·h/t。负荷统计见表1。第三节送变电一、矿井供电方案根据《煤矿安全规程》要求，矿井应有两回电源供电，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。根据本矿井现有的电源条件，设计在本矿井工业场地内建10kV变电所。两回10kV电源分别引自10kV 1#变电所

和2#变电所。二、10kV供电线路设计对线路导线截面，按温升、经济电流密度、线路压降等校验计算如下： 1、根据经济电流密度计算截面积导线通过的最大电流：（两回10kV线路，当一回故障检修时，另一回10kV线路向本矿供电时，导线通过的电流最大） I j＝P／（3UcosΦ）＝513.24／（1.732×10×0.77）＝38.5A 导线经济截面： S＝I j／J＝38.5／0.9＝42.8mm2（J为经济电流密度）通过计算，实际选用的钢芯铝绞线截面满足要求。 2、按电压降校验由10kV1#变电所和2#变电所向本矿工业场地10kV变电所供电的两回10kV线路供电距离分别为7km和20km，正常情况下两回线路同时运行，当两回10kV线路中一回线路事故检修时，由另外一回10kV线路向本矿供电。按正常情况及事故情况对两回电源线路分别做电压降校验如下：1）正常情况下两回10kV线路同时运行，线路电压损失： ⑴1#变电所10kV供电线路电压损失： ΔU％＝Δu％PL／2 ＝0.745×0.51324×7／2 ＝1.34％。线路能满足矿井供电。 ⑵2#变电所10kV供电线路电压损失： ΔU％＝Δu％PL／2 ＝0.555×0.51324×20／2 ＝2.85％。线路能满足矿井供电。 2）事故情况下单回10kV供电线路电压损失： ⑴1#变电所10kV供电线路电压损失：

同生治理公司兴盛煤业川煤项目部施工组织设计

编制：马占权施工负责：杨建华项目经理：王权如 1 编制依据和原则一、编制依据 1、本施工设计执行如下国家现行的法律、法规、规范、标准施工及验收规范、规程及标准 1) 《中华人们共和国安全生产法》 2) 《中华人民共和国矿山安全法》

3) 《地下防水工程质量验收规范》（GB50208-2002） 4) 《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ50511-2010） 5) 《煤矿安全规程》（2010年版） 6) 《煤矿测量规程》 2、业主提供的资料 1）招标文件：大同煤矿集团同生兴盛煤业有限公司资源整合矿井技改项目工程。 2）设计文件：12#回风大巷设计图；12＃层轨道巷设计图；及其它技术附件交底。 3）我单位对施工现场实地勘察、调查资料。二、编制的指导思想和原则 1、编制的指导思想编制本施工组织设计大纲的指导思想是：贯彻执行国家及本行业部门有关建设方针和技术政策，采纳先进的科学技术，充分

利用本公司的施工能力和技术经验，提高矿井建设的综合效益，在确保安全和工程质量的前提下，合理安排施工顺序及工程进度。本着工期短、效率高、质量优、效益好的原则，建设该项工程。治理方略：思想认识到位，工作方法到位，业务水平到位。落实人人定标准，事事定标准，项项有考核，处处有监管。我公司通过了ISO9001质量体系标准，并通过多年的运行，确保工程施工的每一个时期、每一个环节、每道工序处于受控状态，从而确保工程质量。 1）切实执行国家的有关政策、法律、法规和各项建设经济政策及现行的技术规范、标准。 2）方案选择通过了全面的技术经济比较，本着可行、可靠，有成功经验，以实现快速、优质、安全、高效。 3）对工程施工按项目进行治理，配备具有丰富施工经验的技术和治理干部，组织精干和善打硬仗的队伍，尽量减少环节，实现高效运行机制。

采掘供电设计规范一、设计依据 1、煤矿安全规程 2、煤矿供电设计手册 3、煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则 4、煤矿井下低压检漏保护装置的安装、运行、维护与检修细则 5、煤矿井下保护接地装置的安装、检查、测定工作细则 6、供电设计软件二、设计要求 1、采掘工作面主要排水地点（涌水量30m3及以上）及有地质钻场的排水设备、局部通风机必须实现双回路供电。 2、掘进工作面瓦斯异常区域的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，高瓦斯及突出矿井推广采用双三专供电。使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。使用2台局部通风机供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁，保证当正常运转的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区域内全部本质安全型电气设备的电源。 3、采掘供电不能混用，应分开供电。 4、煤巷掘进工作面风机配电点原则上设置在车场风门外侧。三、供电计算范例 1、负荷统计与变压器选择 1.1负荷统计计算

变压器负荷统计表公式参数说明： K x —— 需用系数； cos φpj —— 平均功率因数； cos φe —— 额定功率因数； P max —— 最大一台电动机功率，kW ； S b —— 变压器需用容量，kV?A； ∑P e —— 变压器所带设备额定功率之和，kW ； P d —— 变压器短路损耗，W ； S e —— 变压器额定容量，kV?A； U e2 —— 变压器二次侧额定电压，V ； U z —— 变压器阻抗压降； 1.2 变压器的选择根据供电系统的拟订原则，变压器的选择原理如下： 1.2.1 变压器 T1： K x = 0.4 + 0.6× P max ∑P e cos φpj = ∑(P i ×cosφei ) ∑P i 将K x 值和cos φpj 值代入得 S b = K x ×∑P e cos φpj 选用KBSGZY-××/6/0.693 型号符合要求。 1.2.2 变压器 T2：

矿山井巷施工施工组织设计图文贵州第二铝矿猫场矿0~24线地下开采工程1130排水平巷开拓工程施工组织设计第一章编制依据及工程概况第一节编制依据及编制原则一、编制依据 (一)中国铝业贵州分公司第二铝矿猫场矿0~24线地下开采工程1130排水平巷施工合同文件及施工图 (二)现行的有关工程建设标准、规范、规程: 1、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90) 2、《冶金矿山井巷工程质量检验评定标准》(YBJ-218-89) 3、《金属非金属矿山安全规程》(GB16423-2006)

4、《钢筋混凝土结构工程施工及验收规范》(GBJ5204-83) 5、《混凝土结构工程施工及验收规范》 (GBJ5204-92) 6、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》(GBJ50086-2001) 7、《工程测量规范》(GB50026-93) 8、《施工现场临时用电安全技术规范》(JGJ46-2005) 9、《安全生产法》等的有关规定。 (三)本公司的技术装备、施工力量、技术水平以及可能达到的施工机械化程度和工程平均进度指标等。 (四)我单位现有的施工科技成果、已经推广的施工方法成果、现有先进的机械设备、先进的施工技术水平、完备的施工组织计划及多年在井巷工程施工期间积累的丰富施工经验、技术经验。 (五)当地民族的风俗习惯和当地政府在环境保护等方面的相关要求。

二、编制原则 1、根据工程实际情况，因地制宜地制定切实可行的施工方案，合理安排施工顺序，确保施工目标的圆满实现。 2、合理布置施工现场平面，尽量减少消耗，降低生产成本。 3、积极采用、推广新工艺、新技术和新材料，加快施工进度和工程质量。 4、采用平行、流水的施工方法和网络计划组织施工，科学管理，进行有序、均衡、连续的施工。 5、充分考虑施工中围岩的特点及各种地质隐含的诸多不利因素，再根据我单位多年在卡斯特地形井下巷道施工中积累的丰富实际经验，制定严密可行的安全施工技术措施。 6、严格遵守相关的合同条款，准确领会设计意图、严格执行相关施工规范和相关矿山井巷工程验收标准。第二节工程概况

编号：AQ-JS-01921 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理 Design and safety management of mining face with rockburst risk

具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 1引言冲击地压也就是我们俗称的岩爆，它是一种岩体中聚积的弹性变形势能在一定条件下的突然猛烈释放，导致岩石爆裂并弹射出来的现象，常伴有煤岩体抛出、巨响及气浪等现象。冲击地压发生条件一般是在硬脆岩体高地应力地区，硐室开挖过程中发生岩爆；发生原因一般是围岩强度适应不了集中的过高应力而突发的失稳破坏。它具有很大的破坏性，是煤矿重大灾害之一。本文主要就具有冲击地压危险的采掘工作面的设计及安全管理进行简要地介绍，在文章的最后简要地介绍了具有冲击地压危险的采掘工作面需要采取的的安全防护措施。 2具有冲击地压危险的采掘工作面设计及安全管理

2.1具有冲击地压危险采掘工作面的设计 2.1.1冲击地压危险采区巷道布置的一般原则（1）主要巷道应布置在岩层或无冲击地压危险的煤层中。（2）煤层群开采时，巷道布置应有利于首先开采无冲击地压危险或冲击地压危险性小的煤层，并以此作为保护层开采邻近煤层，条件具备时应优先开采上保护层，条件适宜时优先考虑跨上山开采。（3）根据冲击地压危险影响因素，优化采区巷道布置。（4）巷道布置应尽可能保持直线，尽量减少因地质构造等影响产生的弯折，应避开高原岩应力及构造应力的影响范围。 2.1.2采区煤柱的留设（1）采区间隔离煤柱宽度应不小于50m。（2）区段间应采用无煤柱护巷或采用小于6m的小煤柱，或50m 以上的大煤柱。（3）上（下）山与工作面停采线间保护煤柱的水平距离应大于50m。（4）断层等地质构造区域以及为特殊开采服务留设的保护煤柱，

第一章概况第一节工作面位置及井上下关系一、工作面的位置 9201工作面位于运输大巷南侧一采区，工作面东和南均为实体煤，西为保安煤柱，北为大巷保安煤柱，为一采区第一个综采工作面。工作面标高825-865米，工作面的走向长680米，倾向长90米，面积61200㎡。二、地面相对位置本工作面相对位置为弯里自然村以东，地势西高东低，形态为丘岭山区，无任何建筑，地表为灌木丛和少量农田，地面标高1032～1130米，平均1051米。覆盖厚度为：207～265米，平均235米，基层被黄土覆盖。三、回采对地面的影响由于地面无任何建筑，回采造成的地面裂缝对地面建筑和设施无影响。四、工作面相邻的采动情况由于本工作面是南区首采工作面，本工作面无相邻采动影响。第二节煤层一、煤层厚度本工作面所采煤层为9+10#煤，煤层厚度从西向东逐渐变薄，最小厚度为1.9米，最大厚度为2.5米，平均厚度为2.1米。总体变化情况不大，煤层稳定。二、煤层产状

本工作面煤层总体表现为走向呈近南北方向、倾向向东的单斜构造，煤层倾角为3～8°，平均5°，煤层结构简单，局部含有一层0.2米的夹矸。三、煤层稳定情况本工作面范围内全部稳定可采，煤层结构简单，层理较明显，节理不发育，硬度系数为2～3°。四、本工作面煤种为：低灰—中灰、中硫—中高硫、特高热值的无烟煤。第三节煤层顶底板一、煤层顶底板 9+10＃煤层直接顶为K2石灰岩，其厚度一般为4.5米—6.5米，青灰色，致密性脆，节理面被方解石充填。底板为铝质泥岩，致密、性脆，裂隙较不发育，遇水易软化，易发生底鼓现象。顶板平均抗剪强度为11.5～48.8Mpa,平均抗拉强度为 3.50～4.90 Mpa，自然抗压强度为110.0～124.4 Mpa，平均118.80 Mpa。底板为铝质泥岩自然抗压强度 17.60-20.00 Mpa，平均19.10 Mpa。二、工作面地层综合柱状图（见附图1）第四节地质构造一、断层工作面中部有一正断层，落差4米，回采通过时有一定影响，注意加强顶板管理。二、褶曲：煤层局部略有起伏，没有影响回采的褶曲，运输巷最大

掘进工作面供电系统设计及计算 This model paper was revised by the Standardization Office on December 10, 2020

山西煤炭运销集团野川煤业运输巷掘进工作面供电设计及保护整定野川煤业机电科王斌超 2014/10/19 一、运输巷掘进面供电设计运输巷掘进面配电系统图附后：

一、主要负荷统计：二、移动变电站选择计算移动变电站的选择一般放在工作面的风巷内，应考虑： ①所处巷道内便于运输、顶底板条件良好、无淋水； ②尽量靠近大的用电设备，有条件的情况下，尽可能与液压泵站联合布置； ③距离采区变电所尽可能近，以减少高压电缆长度。负荷分配：（1）移动变电站负荷：胶带输送机2×55KW、刮板输送机40KW、掘进机235KW、调度绞车、小水泵、共计：。容量计算：

视载功率 ? cos /z e z K P S ?∑= 式中： z S 视载功率 e P ∑ 变压器供电设备额定功率之和 ?cos 电动机的平均功率因数取 z K 需用系数电力负荷计算故运输掘进供电选用变压器400KVA 能符合要求，（2）掘进工作面局扇专用变压器负荷: 2×30KW 2台故根据实际情况掘进工作面专用变压器200KVA 符合要求。三、供电电缆的选择计算及校验 <一>高压电缆选择计算及校验 1、供电高压电缆的型号选用：MYJV22系列聚氯乙烯交联铠装电缆。 2、按长时工作电流选择电缆截面。线路中最大长时工作电流为 ①In=Sn/Ue ?3=304/×10=

编号：AQ-JS-01070 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑吊罐法掘进天井安全技术措施Safety technical measures for raise shaft excavation by hanging pot method

吊罐法掘进天井安全技术措施使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。一、范围本措施适用于本矿山所有用吊罐法掘进天井施工作业范围内的所有人员，包括凿岩工、爆破工、信号工、绞车工、装岩工以及运输工。二、存在的主要风险及危害 1、通风问题是影响天井作业安全的主要因素，其危害涉及到进入作业面的所有人员。其特点是不可见，事故后果无法预测，一旦中毒即失去自救能力，极易形成伤亡事故。 2、坠落事故是影响天井作业安全的又一重要因素，其危害涉及到进入工作面的所有人员。特点是事故后果影响范围大且严重，有可预防性。 3、设备事故是吊罐法掘进天井所特有的危害因素，其危害也特别大，特点是伤害系数较普通坠落加大，救援难度大，次生伤害发

生的机率较大。 4、作业面浮石冒落也是影响天井作业的一大因素，俗称冒顶片帮，但天井作业面的浮石比斜井、平巷的危害大得多，其危害同样涉及进入作业面的所有人员，其特点是可见，可预防。 4、职业病危害也是影响安全的一大因素，而且特点是潜伏期长，不易察觉，危害性大，无法复原等特点。 5、触电事故也是天井掘进中影响安全的因素，其危害涉及到所有进入工作面的所有人员，其特点不可预见，但可预防。三、主要预防措施 1、设计要求工程的设计要严格执行国家技术规范与矿山安全操作规程，符合环境地质条件，做到安全可靠。 2、作业人员要求作业人员进入工作区域前，劳动保护用品必须佩戴齐全（安全帽、工作服、雨靴、手套、便携应急照明工具、防尘口罩、耳塞、安全带等，操作电动设备要着绝缘鞋、绝缘手套），并做到正确佩

前言我公司对《掘进工程招标文件》进行了认真研究，我们深信以我公司的装备能力、技术水平、施工经验完全可以快速、优质、高效地建成“运输顺槽及绕道掘进工程”，并在工期和质量上达到或超过建设方的要求。若我公司中标承建“回风绕道掘进工程”，我们将把该项工程当作我公司的主要施工项目，从人力、物力和财力等方面予以全力保障。我们将按照系统工程理论和方法编制项目实施网络计划，并以此为依据控制项目的工期。以现场动态管理为基础采用可行的施工技术，以ISO9001：2000质量保证体系为基础进行全面质量控制；用事故树和生物钟进行安全防患预测分析和控制，精心组织，统筹安排、优质高效、安全快速、文明施工、确保工期及质量。 1．积极响应招标要求，以优质工程为目标，实施工程项目管理，对工程质量、工期、成本实施有效控制。 2．采用机械化配套的井巷作业法施工，以实现优质、快速、安全的目标。 3．按工序划分专业班组，实现工种工序专业化，提高工人的操作技术水平、达到优质、快速、高效的目标。 4．巷道连接交叉口处，采用边掘边锚喷的永久支护施工方案，以确保其整体性。 5．施工设备：配备空压机20m3一台、局扇2×30KW局扇两台、搅拌机0.5 m3一台、YT-28风钻6部，施工快捷方便，设备、

材料能够长期使用，降低工程造价。第一章编制依据和原则第一节编制依据 1、本施工设计执行如下国家现行的法律、法规、规范、标准（1）施工及验收规范、规程及标准 1) 《中华人们共和国安全生产法》 2) 《中华人民共和国矿山安全法》 3)《建筑工程施工质量验收统一标准》（GB50300-2001） 4)《建筑地基基础工程质量验收规范》（GB50202-2002） 5)《砌体工程施工质量验收规范》（GB50203-2002） 6) 《混凝土工程施工质量验收规范》（GB0204-2002） 7) 《混凝土结构工程施工质量验收规范》（GB50204-2002） 8)《钢筋焊接及验收规范》(JGJ18-84) 9)《地下防水工程质量验收规范》(GB50208-2002) 10) 《工程测量规范》(GB50026-93) 11) 《建筑电气工程施工质量验收规范》(GB50303-2002) 12) 《矿山井巷工程施工及验收规范》(GBJ213-90) 13)《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94) 14)《煤矿安全规程》（2006年版） 15）《煤矿井巷工程测量规范》（GB50026-92） 16)《煤矿测量规程》（能源煤总[1989]25号） 17)《锚杆喷射混凝土支护技术规范》

一、判断题（每题1分，共10分） 1.关键线路上的工作均是关键工作，非关键线路上的工作均是非关键工作。（×） 2.同一流水组织中，流水步距大，则流水工期短。（×） 3.施工中，应尽可能减少施工设施，合理存储建设物资减少物资运输量，科学地规划施工平面图，减少施工用地。（√） 4.工地内要设消防栓，消防栓距离建筑物应不小于5米。（√） 5.做好施工现场的平面图管理主要是为了能堆放材料。（×） 6.单位工程施工平面图设计时，应先考虑临时设施及材料、构件堆放位置。（√） 7.在所有双代号网络图中箭线的长短和时间无关。（√） 8.工艺参数是指流水步距、流水节拍、技术间歇、搭接等。（×） 9.在组织全等节拍流水施工时，首先划分施工过程，应将劳动量最小的施工过程合并到邻施工过程中去，以使各流水节拍相等。（√） 10.当组织层间流水施工时，每一层楼的流水段划分最小数目，必须大于施工过程数。（×） 11. 做好施工现场的平面图管理主要是为了能堆放材料。（×） 12. 单位工程施工平面图设计时，应先考虑临时设施及材料、构件堆放位置。（√） 13. 在所有双代号网络图中箭线的长短和时间无关。（√） 14. 工艺参数是指流水步距、流水节拍、技术间歇、搭接等。（×） 15. 在组织全等节拍流水施工时，首先划分施工过程，应将劳动量最小的施工过程合并到邻施工过程中去，以使各流水节拍相等。（√）16. 当组织层间流水施工时，每一层楼的流水段划分最小数目，必须大于施工过程数。（×） 17. 双代号网络图中，所有实箭线表示消耗资源、时间、人力。（√） 18. 建设项目的管理工作是由建设单位来承担。（×） 19. 等节奏流水施工中流水节拍等于流水步距。（×）

山西煤炭运销集团野川煤业运输巷掘进工作面供电设计及保护整定野川煤业机电科王斌超 2014/10/19

一、运输巷掘进面供电设计运输巷掘进面配电系统图附后：一、主要负荷统计：名称规格型号功率 (KW) 工作电压 (V) 备注掘进机EBZ-160 235 1140 胶带输送机SSJ/2×55 2×55 1140 2部刮板输送机SGB-620/40 40 1140 调度绞车JD-1 11.4 1140 小水泵BQS15-70-7. 5 7.5 1140 合计403.9 二、移动变电站选择计算移动变电站的选择一般放在工作面的风巷内，应考虑： ①所处巷道内便于运输、顶底板条件良好、无淋水； ②尽量靠近大的用电设备，有条件的情况下，尽可能与液压泵站联合布置； ③距离采区变电所尽可能近，以减少高压电缆长度。负荷分配：（1）移动变电站负荷：胶带输送机2×55KW、刮板输送机40KW、掘进机235KW、调度绞车11.4KW、小水泵7.5KW、共计：403.9KW。容量计算：

视载功率 ?cos /z e z K P S ?∑= 式中： z S 视载功率 e P ∑ 变压器供电设备额定功率之和 ?cos 电动机的平均功率因数取 0.85 z K 需用系数 e z P P K ∑?+=/6.04.0max 电力负荷计算 KVA K P S z e z 30485.0/64.09.403cos /=?=?∑=? 64.09.403/1606.04.0=?+=z K 故运输掘进供电选用变压器400KVA 能符合要求，（2）掘进工作面局扇专用变压器负荷: 2×30KW 2台 KVA K P S z e z 6.7785.0/55.0120cos /=?=?∑=? 55.0120/306.04.0=?+=z K 故根据实际情况掘进工作面专用变压器200KVA 符合要求。三、供电电缆的选择计算及校验 <一>高压电缆选择计算及校验 1、供电高压电缆的型号选用：MYJV22系列聚氯乙烯交联铠装电缆。 2、按长时工作电流选择电缆截面。线路中最大长时工作

天井掘进方法天井掘进法多采用普通掘进法、吊罐掘进法和爬罐掘进法，少数矿山还采用天井全断面钻凿若干个贯穿天井全高的深孔，然后自下而上逐步爆破成井。介绍了天井掘进方法：普通法、吊罐法、爬罐法、深孔爆破法和钻进法，以及各类天井掘进方法的优缺点和适用条件。一、普通掘进法：其掘进方法是由下而上架设梯子和工作平台，如图1 图1 普通掘进法掘进天井示意图 1－放矿格；2－梯子格；3－提升格；4－落矿格；5－溜子口；6－矿车在距工作面1.5～2m处搭工作台，在工作台上凿岩，随着向上掘进，随着安装梯子，架设支架，工作台上移。用YS－45型等伸缩式凿岩机钻凿上向眼，每个炮眼均需一组钎子来钻凿。采用电雷管起爆法或电阻灼热导火线起爆法。爆破前必须在梯子间和提升间顶部架设倾斜的落矿台，以防止梯子间被破坏，并使崩落的矿岩借自重溜入放矿间。天井采取向上反掘的方式掘进，因而通风比较困难，需要的通风时间也较长，因而须采用抽出式机械通风。普通法掘进天井缺点比较多，工作台架高劳动强度较大，掘进速度慢，效率低，通风时间长，材料消耗也多，成本高，操作不太安全。在不稳固岩石或短天井掘井时，还使用这种方法，在其它条件下已被吊罐法取代。二、吊罐掘进法吊罐掘进法是在天井全高上沿中心线先钻一直径100～150mm的钻孔，在天井上部水平安设游动绞车，通过中央钻孔用钢丝绳沿天井升降吊罐。如图2所示。

图2 吊罐法掘进天井示意图 1－游动绞车；2－折叠式吊罐；3－装岩机；4－矿车人员可以站在吊罐上进行凿岩、装药。爆破时将吊罐下放到下部水平，距天井4～5m 处。吊罐法有如下特点：（一）由于中心孔的存在，改善了通风条件，缩短了通风时间；（二）爆破下来的矿岩借自重落至下部水平巷道底板上，然后用装岩机装入矿车；（三）不设梯子、工作台，工作简单。三、爬罐法当上部水平尚未开掘，或天井倾角有变化时，则不能使用吊罐而应使用爬罐。爬罐分为气动、电动和液压的。其工作示意图如图3所示。天井掘进分下列五种方法：普通法一般用于掘进高度小于60m的天井。人工搭横撑、架梯子、铺平台，进行凿岩爆破。本法工序复杂，通风条件不良，作业安全性差，成本高，劳动强度大，材料消耗多，掘进速度慢；但在断层多，矿脉变化大的不稳定岩层中掘进，仍是有效的方法。吊罐法沿天井全高钻一中心孔，孔径100～110mm。在上一水平安装卷扬设备，钢绳穿过中心孔与吊罐挂接，在吊罐上完成凿岩装

一、采区防突专项设计（一）采区瓦斯地质概况 1. 地质构造及煤层赋存情况煤层赋存条件及其稳定性、煤的结构类型及工业分析、煤的坚固性系数、煤层围岩性质及厚度、水平（采区）煤层（附综合柱状图说明）、可采储量、地质构造类型及特征、断层与火成岩分布、水文地质情况。 2. 瓦斯赋存情况分煤层瓦斯含量及瓦斯成分、瓦斯压力、瓦斯放散初速度等原始参数、钻孔穿过煤层时的瓦斯涌出动力现象、邻近区域瓦斯地质情况。（二）采区设计说明 1. 采区巷道布置 2. 采区供电、运输、行人等生产系统 3. 煤层开采顺序、采煤工艺、工作面接替顺序等（三）通风系统说明通风系统必须独立可靠。（四）防突设施（设备）设置（五）防突设计 1. 区域综合防突设计（1）区域预测情况说明区域预测（开拓前预测）的方法、临界值及区域划分结果等。（2）区域防突措施 ①开采保护层保护层的选择、沿走向及倾斜的保护范围及抽采被保护层瓦斯的方式等。 ②预抽煤层瓦斯预抽煤层瓦斯的方式选择、钻孔控制范围、钻孔参数设计、封孔要求等。

（3）确定区域效果检验的方法开采保护层、预抽煤层瓦斯的效果检验方法的选取，临界值的确定，检验区域内钻孔分布设计。（4）确定区域验证的方法石门揭煤、煤巷掘进工作面和采煤工作面进行区域验证的方法的选取及临界值的确定。 2. 局部综合防突设计（1）确定工作面预测方法采用的临界值、最小预测超前距等。（2）工作面防突措施工程设计石门和立井、斜井揭穿突出煤层的专项防突设计、煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计。（3）确定工作面效果检验方法石门及其他揭煤工作面、煤巷掘进工作面、采煤工作面防突措施效果检验方法的选取及钻孔的布置及临界值的确定。（4）安全防护措施采区避难所设置、反向风门、挡栏、远距离爆破措施、压风自救系统等。 3. 首采面防突工程量主要通风系统、瓦斯治理巷道工程量，各类钻孔工程量等。（六）监控系统、传感器设置（七）抽采系统设计（抽采系统、瓦斯计量安设）（八）附图 1. 瓦斯地质图 2. 采区巷道布置平、剖面图标明瓦斯治理巷道，并要反映钻场、钻孔布置参数等。

(此文档为word格式，下载后您可任意编辑修改！) 第一章概述第一节矿井施工组织设计编制依据与原则一、编制原则 1.执行国家及煤炭建设的方针和经济政策； 2.统筹安排内部与外部；生产与生产服务、生活服务之间的协调建设，通过综合平衡，确定合理建设工期。 3.以矿建为主，全面安排井下与地面、生产与生活的建设顺序，做到“五通一平”先行，环保绿化同步。 4.充分利用时间和空间，在确保安全、质量和经济效益的前提下，合理组织矿井建设全过程的各个环节、各项工作及各个工程项目之间的平行交叉作业和协调建设。 5.以经济效益为中心，突出市场经济和竞争意识，增加时间观念、利息观念和资金周转观念，尽快形成综合生产能力，缩短建设工期。 6.结合矿井建设实际，扬长避短，大胆探索。 7、依靠科技进步，积极采用新技术、新装备、新材料、新工艺。 8、因地制宜、就地取材、降低工程成本。 9、合理利用永久设施建井，减少大临工程‘ 10、积极进行施工准备，缩短施工准备工期。

11、在工作安排上，做到“四个优先安排”即被利用永久工程优先安排，工期长的工程优先安排，安装任务重的工程优先安排，大型工程优先安排；“四个不停”即矿井主要矛盾线上的工程不停，井筒装备时提升不停，井巷交叉施工时运输不停，单位工程开工后不停；“三个缓干”即需要长期维护的煤巷缓干，用作平衡劳动力的工程缓干，建设期间不使用的井下电器设备缓购，力争做到劳动力、施工设备的基本平衡。二、编制依据 1.批准的地质报告、矿井初步设计及概算。 2.建设单位与有关单位签订的协议。 3.矿井建设的客观条件及现场条件。 4.国家及煤炭工业有关经济技术方面的政策、法令、规程、规范、标准等。第二节矿井设计概论根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（晋煤重组办发[2009]110号文），批准以山西煤销集团为主体对古交市屯川矿、马兰镇营立矿、古交后沟煤矿、白道煤矿有限公司进行兼并重组整合，整合后企业名称为山西煤销集团古交铂龙煤业有限公司，井田面积5.995km2。开采煤层为02、2、4、8、9号煤层。矿井保有储量51.61mt，可采储量29.14 mt。矿井设计生产能力为120万吨，矿井服务年限为17.3a。一、矿井设计方案

51110掘进工作面供电设计根据矿机电科提供的51110掘进工作面设备简介和设备布置图，结合我矿机电设备情况，51110掘进工作面供电设计如下：一：负荷统计序号设备名称数量型号电压等级功率kw 1 刮板运输机6台SGB-620/40T660V6×40KW 2 皮带机2台DSJ65/10/2*22 660V4×22KW 3 皮带机1台DSJ100/63/2*75 660V2×75KW 4 卡轨车1台KWGP-40/600J 660V 55KW 5 卡轨车1台KWGP-90/600J 660V 110KW 6 排水泵4台100D-45*2 660V 4*37KW 7 风机4台FBD NO5.6/2*11 660V 4*22KW 8 回柱绞车1台JM-14 660V 18.5KW 9 回柱车4台JH-14B 660V 4*11KW 10 除尘风机1台KCS-145ZZ 660V 11KW 总计952.5KW 二：选择变压器根据公式S=K r×∑Рn÷cosψ 式中：K r 需用系数 K r=0.4+0.6×Рs÷∑Рn Рs 最大容量电动机额定容量 cosψ计算负荷的功率因数，一般取0.7 ∑Рn 所有用电设备额定功率之和

K r=0.4+0.6×150÷952.5=0.49 所以S=(0.49×952.5)÷0.7=667KVA 所以660V系统采用一台KBSGZY-750/6型移变可以满足负荷要求。三：负荷分配因51110掘进工作面供电距较远，负荷大，所以660V系统采用1台KSGZY-750/6型移变来供电。四：高压电缆选择由于51110掘进工作面供电为1台变压器供电，所以其供电电缆应按长时间工作电流来计算。根据公式KI P≥I a 式中：I P 空气温度为25℃，电缆允许载流量。 K 环境温度不同时，载流量修正系数，一般取1。 I a 通过电缆长时间工作电流 A。所以根据公式I a=∑Рn÷（√3×U N）所以I a=952.5/（1.732×6.3）=87A 原有的电缆MYJV22 3×70额定电流为218A满足要求。五：高压开关整定根据公式I≥1.2～1.4(I nst+∑I n)/K Tr×T i 式中：I nst起动电流最大一台或几台（同时起动）电动机的额定起动电流。 I 高压配电箱的过电流继电器电流整定值。 ∑I n 其余用电设备的额定电流之和。 K Tr变压器的变比。当电压为6000/660时K Tr=8.7

第一章地质描述第一节概述一、概述二、线路段工程地质条件（一）、地形、地貌。（二）、岩土体工程地质特征（三）、水文地质特征区间地质描述区间地质描述详见表7-1-1、表7-1-2；土体主要物理力学性质指标表7-1-3、7-1-4。。一、科技路站第三节补充地质勘察

第二章工程特点第一节工程主要技术难点及对策第二节工程的主要特点一、交叉多，干扰大集中体现在结构交叉多、工序交叉多、接口界面交叉多、专业交叉多、前期与后期交叉多，施工相互干扰较大。执行关键工期计划所发生的各规定部分的工期偏差，会影响其它作业。结构的多交叉，存在空间效应与体系转换问题。二、地处市区，环境特殊主要体现在地面建筑物密集，施工对周围环境的影响必须严格控制，文明施工要求严格，环境保护标准高。三、任务重，系统性强全部工程要求在33个月内完成。其中，盾构机需要引进，鉴定、安装、调试，前期试掘进进度会放缓，中间加快，出洞又会放缓，还要调头、转场，工序复杂，任务重。采用盾构机施工，这是隧道工厂化施工的模式，其系统性特别强，环节与环节之间的衔接、匹配是否合理，直接影响施工效率，直接影响施工的安全、质量、速度。四、地质复杂，施工难度大地铁隧道主要穿越Ⅱ4、Ⅲ1层。Ⅱ4层以上主要为砂性土，其渗透性强，富水性好，围岩稳定性极差。Ⅱ4、Ⅲ1层水平分层，盾构机易磕头；且局部地区覆盖层过浅。施工中容易造成地面隆起或沉降。第三章施工准备施工准备工作是否充分、到位，将直接影响施工总体安排，影响主体工程能否按时开工，影响到工程开工后能否顺利进行，施工前必须做好各项准备。我局中标后，迅速组成项目部开展各项工作。在最

第一章概述一采煤工作面位置及开采范围 5015N工作面位于该矿第一水平，该工作面上以-40m煤层底板等高线的保护煤柱为界，下以-400m煤层底板等高线的边界保护煤柱为界。左以工作面的运输斜巷为界，右以工作面的回风斜巷为界。二采煤工作面与相邻煤层及相邻已采条带的关系相邻条带对本条带无影响。三采煤工作面与地面相对位置关系地面无保护物。

第二章地质概述一煤层的赋存情况西安矿工作面走向为东西走向。工作面的长度为280m，工作面推进长度为1718m。煤层倾角12°左右，平均煤厚5m，煤质中硬，煤的密度为1.33t/m3。二围岩的性质及对煤的影响无伪顶。直接顶为8m厚的细沙岩（Ⅰ）类，基本顶为11m厚的石灰岩（Ⅱ）类。煤层底板为中砂岩。邻近条带对本条带无影响。三地质构造及水文地质情况西安矿工作面的左以断层为界，留20m保护煤柱。采区的正常涌水量为150m3/h。四瓦斯，煤尘和自燃发火期采区瓦斯相对涌出量为16m3/t。煤尘具有爆炸性。自燃发火期为6个月。

第三章可采储量及可采期一可采储量的计算公式： ? ? ? ? =K M Z S = R L ? 33.1 91 % 280 5 1738= ? ? ? 式中 Z—工作面的可采储量，万t S—工作面的倾向长度，1738m L—工作面的长度，280m M—煤层的厚度，5m R—煤的实体密度，t 33 .13 m/ K—工作面的采出率二可采期的计算公式： Z 1.2a T = = AK 式中 T—可采期，a A—工作面年生产能力，334Wt K—储量备用系数 1.4

第四章巷道布置与生产系统第一节巷道布置概述在靠近 F断层保护煤柱线处沿煤层的倾向在煤层中掘进第一带 10 区的回风斜巷在距第一带区中心右侧在煤层中沿煤层的倾向掘进第一带区的运输斜巷二条斜巷掘至保护煤柱线处在煤层中沿走向掘一条平巷使二条斜巷相通该巷道称开切眼，待各巷道检查合格后安装采煤机设备进行采煤工作。同时做好下一条带的准备工作。将采区车场布置在停采线上部的煤层底板岩石中，材料斜巷通过平巷和材料斜巷与大巷相通，同时，材料斜巷与回风大巷相通，绞车房在材料斜巷上端。采区煤仓一端与运输斜巷相通，另一端与水平大巷相通。进风行人斜巷一端与水平运输大巷相通，另一端与运输斜巷相通。第二节生产系统一运煤系统（附图1）采煤工作面→运输斜巷→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓二运料系统

煤矿供电设计规范公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]

一、负荷计算与变压器选择工作面电力负荷计算是选择变压器和移动变电站台数、容量的依据，也是配电网络计算的依据之一。 1、负荷统计按表1-1内容，把工作面的每一种负荷进行统计。表1-1 工作面负荷统计表格式平均功率因数计算公式： en e e en en e e e e pj P P P P P P ++++++= ...cos ...cos cos cos 212211???? 加权平均效率计算公式： en e e en en e e e e pj P P P P P P ++++++=......212211ηηηη 注：负荷统计表的设计参考北京博超公司的负荷统计表的设计 2、负荷计算

1）变压器需用容量b S 计算值为： pj e x b P K S ?cos ∑= ()KVA 2）单体支架各用电设备无一定顺序起动的一般机组工作面，按下式计算需用系数： ∑+=e x P P K max 714 .0286.0 3）自移式支架，各用电设备按一定顺序起动的机械化采煤工作面，按下式计算需用系数： ∑+=e x P P K max 6 .04.0 max P ——最大一台电动机功率，kw 。

二、高压电缆选择计算和校验 1、按长时负荷电流选择电缆截面长时负荷电流计算方法：pj pj e x e g U k P I η?cos 3103 ??= ∑ ∑e P ——高压电缆所带的设备额定功率之和kw ；（见变压器负荷统计中的结果） x k ——需用系数；计算和选取方法同前。（见变压器负荷统计中的结果） e U ——高压电缆额定电压(V) V 10000、V 6000； pj ?cos ——加权平均功率因数；（见变压器负荷统计中的结果） pj η——加权平均效率。、电缆截面的选择选择要求是： g y I KI ≥ ―> 长时最大允许负荷电流应满足： K I I g y ≥ ，初步筛选出符合条件的电缆 g I ——电缆的工作电流计算值，A ； y I ——环境温度为C o 25时电缆长时允许负荷电流，A ； K ——环境温度校正系数。不同环境温度下的电缆载流量修正系数K

整体解决方案系列普通法天井掘进施工安全措施（标准、完整、实用、可修改）

编号：FS-QG-19379普通法天井掘进施工安全措施 Construction safety measures for common law patio excavation 说明：为明确各负责人职责，充分调用工作积极性，使人员队伍与目标管理科学化、制度化、规范化，特此制定矿山企业是我国三大高危行业之一，在客观上存在着诸多的不安全因素，而天井掘进更具危险。不同矿山天井掘进占井巷工程量的比例不尽相同，一般矿山天井掘进施工只占井巷工程量的10%左右、约占采切工程量的20%。但天井是矿山采切工程的关键。保证天井施工安全，加快施工进度，促进基建矿山早日投产和生产矿山三级矿量的平衡，实现矿山安全、稳产、高效具有重要意义。目前，我国大部分矿山天井掘进施工仍采用普通法或吊罐法，其中以普通法最为普遍。存在的危险因素较多，主要有炮烟中毒、高处坠落、冒顶片帮、物体打击、机械伤害、触电等。众所周知，井下爆破作业能产生大量有毒有害气体。主要有毒有害气体有:co、no、no2、n2o5、nh3。而普通法天井

掘进施工引起中毒的原因是由于通风不良所造成。通常的做法是爆破作业后利用高压风对作业面进行强制通风，由于高压风的喷射，有毒有害气体随高压风喷射成漩涡状。但随着天井掘进高度的增加，一些比空气密度小的有毒有害气体是很难被高压风在井筒内一下子就排出的，当它下降到一定的高度时，受井底空气浮力的影响，在这一高度又形成漩涡状，随着风流慢慢地被排出井筒，当停止通风时，受浮力作用，又重新淤积到作业面。也就是说:比空气密度小的有毒有害气体跟通风时间和井筒的掘进高度有着直接的关系。即:通风时间越长，井筒有毒有害气体浓度越小;井筒掘进越高，有毒有害气体浓度越高、体积越大，所需通风时间越长。这就是有些天井掘进施工由于通风时间短，作业人员在爬梯子过程中，肺活量增大，吸入有毒有害气体较多，从而导致中毒而诱发坠落事故发生的原因。为避免中毒事故的发生，可否将天井掘进施工的普通法与吊罐法相结合。首先，将该天井上下两端的联道打好;然后在联道(天井位置)利用潜孔钻或深孔钻打一孔将上下联道连通，供普通法天井施工通风用，上部联道通风孔应加套管，

采掘工作面爆破设计 2017年7月

采掘工作面爆破设计一、采煤工作面爆破设计 1、工程概况矿井布置一个采煤工作面，首采工作面为六2-11010采煤工作面，位于矿井六2上山采区东翼，采面剩余走向长度330m，倾斜长度210m，煤层厚度，煤层倾角14-17°，采煤工作面采取三八制正规循环，每天三班生产，班推进，日推进度为。 2、支护形式及规格六2煤层坚固性系数为f=4，六2-11010工作面采用倾斜长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，工作面采用ZH1600/16/19ZL型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板，支架中心距1000mm，最大控顶距，最小控顶距，排距； 3、爆破器材确定我公司为低瓦斯矿井，根据炸药的使用规定，选用Ⅱ级煤矿许用炸药（32mm药卷，重200g/节）。起爆器材选用选用毫秒电雷管，发爆器选用MFB-100矿用电容式发爆器（引爆能力为100发）。 4、爆破参数确定炮眼直径选用40mm，采用双层斜眼布置，炮眼深度均为，顶眼距顶板，底眼距煤层地板，与工作面夹角70-80°，眼距。 5、装药连线采用连续反向装药，每眼装药，连线方式为串联，按自下而上顺序一次起爆10个眼。

6、一图三表如下图1 炮眼布置图该工作面煤质中硬，炮眼布置形式采用双排眼，如下图所示表1 爆破原始条件

名称单位数量名称单位数量体积m2炮眼数目个420 岩石坚固性系数 f 4 雷管数目个420 炮眼深度m 总装药量kg 168 表2 爆破设计说明书炮眼指标项目眼距顶距底距仰角水平角装药封泥长度水炮袋孔径单位m m m 度度克/眼mm 个/眼mm 上75～80 0-300 ＞500 1 35 下10～15 75～80 400-500 ＞500 1 35 循环指标项目眼数药量雷管水炮袋其它起炮方式正向单位个kg 发个联线方式串联总计420 168 420 420 爆破方式毫秒采面爆破采用毫秒爆破法。装药时，按照雷管的段数进行一次装药；采用分组装药、分组起爆；分组起爆间隔距离不少于2m。表3 预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率% 93 每循环炸药消耗量Kg/m 168 循环进尺m 循环炮眼总长度m 336 每循环爆破实体岩石体积m3每立方米岩体消耗雷管数量个/ m3 炸药单耗Kg/ m3每循环消耗雷管数量个420 7、采煤工作面每天炸药、雷管消耗量采煤工作面每天消耗炸药542kg，每天消耗雷管1354个。二、掘进工作面爆破设计 1、工程概况