3上201上面材料巷作业规程.doc

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1、 第一章 概况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为3上201上面运输巷。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成开采生产系统，满足三上煤开采通风、行人、运输、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：3上201上面运输巷1800m。服务年限：24月。四、预计开、竣工时间经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2010年1月上旬开工，预计2010年6月下旬竣工。第二节 编写依据 一、采区设计说明书及批准时间 采区设计说明书名称为矿井优化设计，批准时间为2005年1月。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为矿井优化设计掘进地质说明书，批准时间为2007年12月。 三、矿压

2、观测资料 断层附近围岩应力集中。第二章 地面位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表地面相对位置及邻近采区开采情况表 水平名称-360水平名 称3上201上面运输巷地面标高（m）+30.2+33.4井下标高-328.44-376.24m地面的相对位置及建筑物 地面位于微山湖区,一片水域。地面为鱼塘和湖地。开采后对地表水体和建筑物等无影响。井下位置及掘进对地面设施的影响 井下北为3上煤风氧化带，东北部为马口庄台保护煤柱，南为集中回风下山保护煤柱，西部隔着F7断层是3上201工作面正在开采，掘进影响范围内无地表设施，开采后对地表水体和建筑物等无影响。邻近采区开采情况西部为3上20

3、1工作面正在开采，其它均未开采。走 向(m)N45E倾向(m)N45W长度(m)1800m第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数 3上煤层厚度为2.74.15m ，平均厚度3.68 m。3上煤黑色，沥青脆玻璃光泽，以暗煤为主，阶梯状断口，裂隙发育，局部有12层夹矸，厚度0 0.5m 。3上煤坚固性系数0.91。3上煤直接顶为泥岩，厚度为0.53.5m，易垮落。老顶为中砂岩，厚度4.514.9m，坚固性系数46，难垮落。3上煤直接底为泥岩，厚度为0.63.4m，坚固性系数2.54，遇水泥化。老底为细砂岩，厚度3.510.9m，坚固性系数46。层理发育较坚硬。

4、 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤尘爆炸指数3上煤瓦斯相对涌出量为0.611m3/t.d，二氧化碳相对涌出量为0.9897m3/ t.d ；瓦斯绝对涌出量为1.774m3/ min，二氧化碳绝对涌出量为2.867m3/min ;煤尘爆炸指数为39.89%，有爆炸危险性;煤层自燃发火期1.5个月,有自燃发火倾向;根据以上结果定为低瓦斯矿井。恒温点深度31m，平均地温梯度2.42100m,属地温正常。顶、底 板 岩 性 特 征 表顶底板名 称岩 石名 称厚 度（m）岩 性 特 征老 顶中、细砂岩4.514.9灰白色，裂隙发育，充填方解石，含白云母及星散状黄铁矿，含丰富的植物化石，f=46。直接顶

5、泥岩0.53.5灰深灰色，致密，含植物化石，含薄膜状黄铁矿，f=35。伪 顶直接底泥岩、砂质泥岩0.63.4灰黑色，含粘土质及炭质，含丰富的植物根茎化石 ，f=2.54。老 底粉砂、细砂岩 3.510.9灰深灰色，厚层状，夹泥质条带，分选性及磨园度较好。遇水易泥化，局部含菱铁矿，f=46。附：煤(岩)层综合柱状图第三节 地质构造本工作面总体地质构造为一倾向300的缓倾斜构造，煤层倾角18，平均2.2。向前由于是新区，可能有隐伏的断层。本面构造复杂，运巷靠近F7断层，落差9.6m，工作面外段有F8和马口断层，落差分别为4.5m和12m，预计小断层发育。由于是新区，可能有隐伏的断层。切眼和材巷外段

6、处于3上煤风氧化带，由于煤厚的变化，可能引起位置的变化。断层产状及影响程度表序号断层名称断层产状影响 程度倾向倾角落差（m）1F7290659.6大2F8110654.5小3马口断层2905012大第四节 水文地质一、 工作面充水性因素分析根据各含水层的赋存特征，影响工作面安全掘进的含水层有上煤顶板砂岩含水层和侏罗系砂砾岩含水层。上煤上距侏罗系7.622m，上煤顶板砂岩含水层厚7.118.9m，据已开采工作面实践表明，该含水层富水性较弱；侏罗系砂砾岩含水层，厚12.636.2m，切眼附近靠近风氧化带较薄，面中部较厚，富水性弱中强，为上煤的直接充水含水层。以上含水层皆以静储量为主。二、 涌水量预

7、计根据以上充水性因素分析和3上201工作面开采实践，预计该面涌水量以顶板砂岩岩溶水和侏罗系水为主。预计掘进工作面，预计最大涌水量50m3/h，正常涌水量20m3/h左右。三、 防治水措施1、建立畅通的排水系统，局部低洼处建立水仓，在巷道中安装一路108mm排水管路，安装排水能力不低于50m3/h，扬程100m的水泵，要有备用水泵。2、加强水文地质观测，做好预测预报。3、铺设泄水槽，确保水沟畅通。每班设专人及时清理巷道及水仓中淤泥，做好清淤工作。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置3上201上面运输巷开门点位于切眼A4#点前24米处，正断层的下盘，开门处巷道为全岩，先安装耙装机炮掘施工4

8、0米后，再安装EBZ160掘进机进行机掘施工。按方位角20，沿三上煤层顶板施工至工程结束。 3上201上面运输巷设计工程量1800m。 附：巷道平面位置图及预想剖面图。第二节 支护设计 一、巷道断面 3上201上面运输巷采用锚网梯索支护，当煤层厚度大于4.2米时，巷道支护断面施工高度4.2米，跟底板逮煤顶施工，巷道断面形状为矩形，S荒16m2，S净13.68m2；当煤层厚度小于4.2米时，巷道施工跟顶跟底；当煤层厚度小于3.4米时，巷道施工高度3.4米，跟顶板破底板泥岩施工， S荒13.6m2，S净11.4m2，；具体见3上201上面运输巷锚网梯索支护断面图。 二、支护方式 （一）临时支护 迎

9、头切割后，不能立即采取永久支护时，采用金属前探梁做为临时支护，前探梁采用直径吋、长度不小于4.0m的厚壁钢管，前探梁根数为3根，其间距为0.9m。每根前探梁使用3个固定点，用厚壁钢板焊接高强度锚杆帽和吊环固定，吊环用40T溜子链或18mm螺纹钢环子固定在支护完整的顶板锚杆上。前探梁最大控顶距离1.1m，前探梁上方用规格为：1801600mm的半圆木料及木楔接实顶。 附：前探梁临时支护平、剖面图。 （二） 永久支护3上201上面运输巷采取逐排切割，逐排支护，采用锚网梯索支护作为永久支护。按悬吊理论计算锚杆参数： 1、锚杆长度计算： LKH+L1+L2 式中：L锚杆长度，m；H冒落拱高度，m；K安

10、全 L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m； 其中：HB/2f4/240. 5（m） 式中：B巷道开掘宽度，取4m； f岩石（煤）坚固性系数，泥岩取4； 则L20.5+0.5+0.11.6（m） 2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a： a2Q/KHr 式中：a锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，58.8KN/根； H冒落拱高度，按经验取0.9m； r被悬吊泥岩的重力密度，取20.48KN/m3； K安全系数，一般取K2； a258.8/20.920.4858.8/36.8641.595（m2） a1.26（m），通过以上计算和我矿

11、现场实际情况，顶板选用182400mm的螺纹钢锚杆，每排布置5根锚杆，间排距为900900mm，其中肩窝的两根锚杆与水平成75夹角；巷道两帮为141800mm的蛇形钢筋锚杆，间排距为80011001000mm，第一排锚杆距肩窝500mm，顶板下第一排锚杆仰角15，最下边一排锚杆俯角15。巷道高度超过3600mm时，每帮每排4棵锚杆支护。顶板挂8#菱形铁丝网和锚梯，8#菱形铁丝网规格：长宽=4200900mm，锚梯长3700 mm。两帮挂高分子网，高分子网规格：长宽=20.0m1.0m。顶部每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1000mm，锚杆露出螺母的长度为3050mm，树脂锚固剂直

12、径为23mm，每块长度为500mm， 锚固剂型号为ZM2350，每根螺纹钢锚杆锚固力不小于58.8KN；两帮部每根锚杆均用2块水泥药卷固定，锚固长度不少于460mm，水泥药卷直径为34mm，每块长度为230mm，每根蛇形钢筋锚杆锚固力不小于19.6KN。巷道每隔4.5m在巷道中心位置施工一根锚索梁代替锚杆。QLMK15锚具，锚索为17-15.24预应力钢绞线，锚索为长度800mm的11#矿用工字钢。每根锚索均使用块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1500mm，锚索锚入砂岩的深度不得小于1500mm,钢绞线露出锚具的长度200mm。锚网支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过0.9m

13、时要及时打锚杆支护，不得空顶，迎头帮部最下边两个锚杆可拖后一个班进行支护。当顶板破碎、压力大、三岔门、四岔门时，顶帮锚杆间排距缩小至900600mm，每隔2m施工一根锚索梁。（QLMK15锚具，锚索为 17-15.24预应力钢绞线两根，锚索梁为长度2800mm的11#矿用工字钢，每根锚索均使用块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1500mm，锚索锚入砂岩的深度不得小于1500mm,钢绞线露出锚具的长度200mm，两根锚索间距2200mm。） （三）锚网支护工程质量规定 附：锚网支护巷道工程质量规定表。第三节 支护工艺 一、支护材料： 1、顶板锚杆为182400mm的螺纹钢锚杆，托盘为正方形，规格为

14、长宽120120mm，用6mm厚钢板压制成弧形。顶板每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1000mm，树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为500mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为ZM2350，每根锚杆锚固力不小于58.8KN。2、两帮为141800mm的蛇形钢筋锚杆，托盘为正方形，规格为长宽120120mm，用6mm厚钢板压制成弧形。两帮部每根锚杆均用2块水泥药卷固定，锚固长度不少于460mm，水泥药卷直径为34mm，每块长度为230mm，每根锚杆锚固力不小于19.6KN。 3、顶板采用8#菱形铁丝网，长宽4200900mm，网采取对接，相邻两块网之间要用双股12#14#

15、铁丝连接，连接点要均匀布置，间距100mm。 4、两帮采用高分子网，长宽20.01.0m，网采取对接，相邻两块网之间要用双股12#14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距100mm。5、顶板使用矿统一加工的14mm钢筋锚梯，锚梯宽60mm，锚梯孔间距900mm，长度3700mm。6、锚索梁为长800mm的11工字钢，在工字钢中间位置布置直径为18mm的圆孔。锚索采用15.24mm的低松弛预应力左旋钢绞线，根据顶煤及泥岩厚度确定使用钢绞线长度，要求锚索必须锚入稳定岩石1500mm以上，每根锚索均采用3块树脂锚固剂进行端头锚固，外露长度为200mm。二、锚杆安装工艺 1、打锚杆眼、锚索眼 打眼前，首

16、先按照中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，找掉活矸、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15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，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。顶板锚杆眼及锚索使用MQT-130C2气动锚杆机，两帮锚杆眼使用风钻和手持式风动钻具施工。 2、安装锚杆、锚索 （1）安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操

17、作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。 （2）检查锚杆眼深度，其深度应保证锚杆外露丝长度顶为3050 mm，帮为1030 mm。锚杆眼的超深部分应填入炮泥或锚固剂；未达到规定深度的锚杆眼，应补钻至规定深度。 （3）检查树脂药卷，破裂、失效的药卷不准使用。 （4）用锚杆杆体把2块树脂锚固剂（锚索为3块树脂锚固剂）按照安装顺序轻轻送入眼底，用锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，通过锚杆钻机的上推力把树脂锚固剂推入孔中直到锚杆离顶板20 mm左右。注意在上推树脂锚固剂时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。 （5）外端头套上焊有螺母的专用套筒，安装顶板锚杆时将该套筒插进MQT-130C2风动锚杆

18、机钎口，开动锚杆机，使锚杆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，搅拌旋转时大于1520秒后（旋转搅拌时不要施加上推力），然后顺势上推锚杆使托盘贴近顶板（托盘离顶板5 mm左右）。（6）停：完成搅拌后停止60120秒左右让树脂充分凝固。在树脂药卷没有固化前，严禁移动或晃动锚杆体。（7）上紧螺母：旋转锚杆钻机上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度上紧螺母。（8）撤去锚杆钻机，卸下专用套筒。锚杆安装可以总结为：一推（推树脂锚固剂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂锚固剂），三等（等树脂锚固剂充分凝固），四紧（紧固螺母）。在安装过程中要严格按安

19、装步骤进行。顶板出现“长尾锚杆”或无外露丝锚杆时，应进行处理。当顶板螺纹钢锚杆外露丝大于50mm时应按规定将外露部分锯掉，保证规定的锚杆外露长度，当外露丝小于30 mm时，应重新补打锚杆，保证支护质量。当两帮蛇形钢筋锚杆外露丝大于50mm时应按规定将外露部分锯掉，保证规定的锚杆外露长度，当外露丝小于30 mm时，应重新补打锚杆，保证支护质量。两帮锚杆眼深度应于锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标记严格按锚杆长度打眼，蛇形钢筋锚杆深度1.7m。当锚杆眼打完后，将水泥药卷放入清水内浸泡时间45秒，把水泥药卷用投杆轻轻送入眼底，将锚杆尖头朝向锚杆眼里，将锚杆轻轻送入眼底，用锤镐敲打锚杆尾部，上好锚

20、杆板，拧上螺帽，待半个小时后拧紧螺帽施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120NM。浸泡水泥药卷水桶深度不低于500mm。 锚索打注10min后，先卸下搅拌器，装托盘和索具，并将其托至紧停位置，再将涨拉千斤顶套在锚索上，挂好保险链，进行涨拉，当压力读数到达35mpa或千斤顶行程达到规定数值时，迅速换回程。要随打眼随安装锚杆或锚索。3.安装顶板离层仪：（1）每50m安装一个顶板离层仪，顶板破碎处、三叉门、四叉门、车场可另安装。每个顶板离层仪跟一个记录牌板，显示当天顶板下沉情况。（2）顶板离层仪深度为6m,钻眼按照锚索钻眼进行操作。（3）钻好眼后,用钢绞线把离层仪长短线端头分别投入眼底,然后拔出钢绞线,

21、拔出钢绞线时应尽量顺着眼孔的方向,以防钢绞线拔出时伤人,然后上好托盘,调整好刻度,刻度数值记录在牌板上。（4）顶板观测由验收员每天进行观测并填写记录台帐上，并严格按生产技术部制定的新安煤矿关于顶板离层仪安装观测的管理规定执行。（5）当巷道顶板离层20mm时，必须及时采取加强支护技术措施。三、支护材料每米用量 3上201上面运输巷182400mm螺纹钢锚杆5.56套/米、141800mm蛇形钢筋锚杆8.89套/米，树脂锚固剂11.33支/米，水泥药卷17.78支/米， 8#菱形铁丝网4.2米2/米，高分子网7.8米2/米， 3.7米长锚梯1.1根/米， QLMK15锚具0.22个/米，17-15

22、.24预应力钢绞线1.33米/米，11#工字钢0.18米/米，。施工现场备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。第四章 施工工艺第一节 施工方法 3上201上面运输巷开门点巷道顶板完整，无地质构造，采取炮掘开门开门，掘进30米后安装一部SD-80皮带机, 采用机掘方式沿三上煤层底板施工。 施工工序：交接班安全质量检查切割出煤敲帮问顶移前探梁锚杆支护清理卫生、整改质量。其中在切割出煤期间的同时向迎头运送支护材料。 施工采用每天“三七一三”制（一天四班，生产班七小时,检修班三个小时，检修人员及大班插班清理、干其它零活等）。三班组织生产，每班四个循环，每个循环进尺0.9m。 第二

23、节 凿岩方式巷道采用掘进机切割落煤，掘进机由ZGM-160转载机与SD-80皮带运输机连接。 一、切割机具： 采用EBZ-220型掘进机割煤。电力来源于2#采区变电所，用橡套高压电缆送至移动变电站，经过350开关，再使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供迎头掘进机用电。 二、降尘方法降尘方法采用切割喷雾、使用除尘风机、湿式凿岩打眼、转载点喷雾、自动喷雾、手动喷雾、切割前后冲刷巷帮、交接班前后冲刷巷帮。具体是：每次切割前都要对迎头向后50m范围内的顶帮进行冲刷；切割过程中使用好掘进机外喷雾和附加喷雾设施及水电联动装置，坚持使用好除尘风机，各地点必须按要求安设好各处的喷雾设施并坚持使用，无水严禁开

24、机；施工锚杆眼时必须坚持湿式钻眼，使用风动钻机施工帮部锚杆时必须坚持有效的捕尘措施。 第三节 爆破作业 当巷道揭露半煤岩需放震动炮、过断层岩性为全岩或半煤岩、施工绞车硐室、安全硐等时采用爆破作业。 一、炸药、雷管 使用二级煤矿许用乳化炸药直径35mm，重量300g。使用JB8031煤矿许用毫秒延期电雷管前1-5段，电雷管必须编号。 二、装药结构 正向装药结构。 三、起爆方式起爆使用MFB-200型发爆器，串联全断面一次起爆。附：炮眼布置图和装药结构示意图 附：爆破说明书第四节 装、运岩（煤）方式 装、运岩（煤）方式及运输方式：施工中采用掘进机切割，刮板输送机和皮带输送机运输煤（矸），材料运输用

25、一吨标准矿车或平板车、叉子车等下料专用车进行运输。平巷人力推车，上下山采用JD-25KW或JD-40KW绞车，每部小绞车采用混凝土基础和8根锚杆固定，所用锚杆18mmL1500 mm的螺纹钢锚杆，锚固时用三块树脂锚固剂进行端头锚固，每根锚杆锚固力不小于49KN，皮带机头采用4根181800mm的螺纹钢锚杆作为地锚固定，锚固时用三块树脂锚固剂进行端头锚固，每根锚杆锚固力不小于49KN，地锚锚入硬岩深度不低于1.0 m。落煤运输路径：掘进机切割落煤掘进机耙爪掘进机刮板运输机ZGM-160转载机三部SD-80皮带机一部250皮带机两部400皮带机煤仓强力皮带机主井地面。第五节 管线及轨道敷设一、在掘

26、进施工中所敷设的电缆、风水管路、排水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1m一个，垂直于巷道顶底板，采用10 mm的钢铰线及倒正丝拉紧，巷道变坡段可施工帮部生根锚杆，使钢铰线和巷道坡度一致，电缆钩的下沿到轨面的距离为1600mm，电缆垂度不超过50mm，同一巷道吊挂高低压电缆时，沿巷道壁自下而上，由高压到低压，同时按电缆截面自下而上，由大到小。巷道共安设三路管子，其中上部为风水管，下部为排水管，风水和排水管路要接口严密，不得出现漏风、漏水现象。上下管路净间距为100 mm。管路最低高度为管路下沿至轨面1400mm,管路吊挂点间距为4m。要求吊挂整齐、牢固。压风管距迎

27、头30m范围内使用25# 高压胶管，30m外使用直径108mm的钢管；水管距迎头30m范围内使用10# 高压胶管，30m外使用直径108 mm的钢管；排水使用直径108mm的钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常使用。每隔50m风水管设直径10 mm的高压三通阀门一处。二、迎头掘进临时轨道的敷设必须符合质量标准化的要求。直线段轨距600mm，曲线段轨距610mm，外轨抬高15mm，宽、窄、水平误差不大于2mm。轨道接头间隙及高低误差不大于5mm，内外错不大于2mm，轨道接头处要有接头板，接头板成对使用，间距480mm。其余轨枕间距为750mm。要求构件齐全，紧固有效，消灭无眼道，消灭非标准

28、道岔，其它设备距轨道的安全间隙不小于500mm。巷道上变坡点和下变坡点必须使用整体罗锅道、整体塌弯道，严禁有硬弯，轨道距转载机不大于60m。本巷道使用的轨道型号为22kgm，长度5.0 m，道板的规格为长宽厚1200150120 mm。第五章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织 巷道掘进采用每天“三七一三”制（一天四班，生产班七小时，检修班三小时）组织生产，每班四个循环，循环进尺：0.9m。附：劳动组织表 第二节 循环作业 为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附：正

29、规作业循环图表 第三节 主要技术经济指标附：主要技术经济指标见技术经济指标表第六章 生产系统第一节 通风系统 施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在3下202主轨道巷的新鲜风流中，即3下202主轨道巷联络巷以外20米处。一、掘进工作面风量计算 1、按瓦斯涌出量计算: Q掘100q瓦掘k掘通 m3/min 式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取m3/min；k掘通 掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的通风系数，取 k掘通2.0。首先根据公式q瓦掘q瓦相S荒L.r/2460 m3/min计算该掘进工作面瓦斯绝对涌出量， m3/min;q瓦相掘进工作面的

30、瓦斯相对涌出量0.611m3/t.d；S荒巷道正常掘进时最大荒断面积,取16.8m2；L日进尺,取10.8米;r煤容重,1.35t/m3; q瓦掘0.61116.810.81.35/24600.104 m3/min Q掘100q瓦掘k掘通1000.1042.020.8m3/min2、按二氧化碳涌出量计算:Q掘100Qco2掘k掘通 m3/min。 式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min； Qco2掘掘进工作面回风流中二氧化碳绝对涌出量，m3/min；K掘通掘进工作面二氧化碳涌出不均衡的备用通风系数，取kCo2 2.0。 首先根据公式:Qco2掘QCO2相S荒L.r/2460 m3/mi

31、n;QCO2相掘进工作面回风流中二氧化碳相对涌出量0.9897m3/t.d；S荒巷道正常掘进时最大荒断面积,取16.8m2；L日进尺,取10.8米;r煤容重,1.35t/m3; Qco2掘QCO2相S荒L.r/24600.989716.810.81.35/24600.167m3/min;Q掘100Qco2掘k掘通 1000.1672.033.4m3/min。3、按掘进工作面同时作业人数计算： Q掘 4n 4936 m3/min 式中：n掘进工作面同时作业最多人数，取9人，每人 供风4m3/min。 3、按局部通风机实际吸风量计算: Q掘Q扇机+600.15S扇210+9S扇210+81291m

32、3/min;式中: Q扇机掘进工作面局部通风机的实际吸风量210 m3/min; S扇局扇安装地点的巷道断面9 m2通过以上计算,拟选用局部通风机型号为DKJNO5.0,功率为7.52kW,实际吸风量实测为210m3/min，安设风机处的风量291m3/min。 二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算煤巷掘进工作面的最低风速Q煤掘15S煤掘m3/min式中：S煤掘掘进工作面的净面积,取14.44 m2；Q煤掘局部通风机吸风量210m3/min；2101514.44216.6 m3/min（二）按最高风速验算煤巷掘进工作面的最高风速Q煤掘240S掘m3/min式中：S岩掘掘进工作面的净面积,

33、取14.44 m2；Q煤掘局部通风机吸风量210m3/min；21024014.443465. 6 m3/min通过以上量计算及验算,选择DKJNO5.0(7.52kW) 局部通风机, 可满足掘进工作面的风量实际要求,并符合有关规定。正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并自动切换。为保证工作面正常供风的需要,选择双风机双电源方式供风。（三）局部通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点 为了防止局部通风机吸循环风,局部通风机安放巷道中的风量,除了保证局部通风机吸风量外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速，全岩巷道不得低于0.15m/s,煤巷和

34、半煤巷不得低于0.25m/s的要求等。本风机安设3下202主轨道巷联络巷以外20米处的新鲜风流中。 2、通风系统 局部通风机3上201上面运输巷迎头3上201上面运输巷3上煤矸置换主运巷3下202主运输巷-360胶带大巷强力皮带机道主井地面。 附：通风系统及局部通风机安装位置示意图 第二节 压风系统风源来自井下压风机房，自-360轨道大巷、辅助122采区联络巷、-360胶带大巷、3下202主轨道巷、3下202主运输巷、3上煤矸置换主运巷、3上201上面运输巷接入迎头。分别用直径108mm钢管和25#高压胶管接入迎头。井下压风机房风压为0.6MPa，迎头最小风压为0.35MPa。附：压风系统示意

35、图 第三节 防尘系统 防尘水源来自地面静压水池，自主井经强力机道、-360胶带大巷、3下202主轨道巷、3下202主运输巷、3上煤矸置换主运巷、3上201上面运输巷接入迎头。分别用直径108mm钢管和25#、10#高压胶管接入迎头。每50米设三通阀门一个，并悬挂编码管理牌板，每个三通阀们备有一定长度的冲尘软管，接至人行道一侧。掘进机安装外喷雾和除尘风机。掘进机使用水电联动装置。迎头后50m设置两道手动净化喷雾。掘进迎头的回风口混合风流20米范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。采用掘进机的外喷雾、除尘风机，迎头掘进机后两道全封闭式喷雾帘，各转载点喷雾,定期冲刷巷帮、湿式打眼、净化风流等综合防尘措

36、施。 防尘系统：侧式供水钎子巷道全封闭式喷雾帘切割喷雾除尘风机各转载点喷雾冲刷岩帮水管 附：防尘系统示意图 第四节 防灭火3上201上面运输巷重点是防设备、机械摩擦生热、电缆和人为火灾。机电硐室、油料库都设有灭火砂箱、灭火器，可以直接灭火，防火水源来自地面静压水池，自主井经强力机道、-360胶带大巷、3下202主轨道巷、3下202主运输巷、3上煤矸置换主运巷、3上201上面运输巷接入灭火地点。分别用直径108mm钢管和25#、10#高压胶管接入灭火地点。 第五节 安全监测系统 1、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工下井时，必须携带便携

37、式甲烷检测报警仪。瓦斯检查工下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪。2、编制采掘作业规程和安全技术措施时，必须对安全监控设备的种类、数量和位置，信号电缆和电源电缆的敷设，断电区域等做出明确规定，并绘制布置图。3、安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电线和动力电缆等共用。 4、 井下分站应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm。5、隔爆兼本质安全型防爆电源宜设置在采区变电所，严禁设置在下列区域：（1）断电范围内；（2）低瓦斯和高瓦斯矿井的采煤工作面和回风巷内；（3）

38、煤与瓦斯突出矿井的采煤工作面、进风巷和回风巷；（4）掘进工作面内；（5）采用串联通风的被串采煤工作面、进风巷和回风巷；（6）采用串联通风的被串掘进巷道内。6、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。宜为井下安全监控设备提供专用供电电源。7、安装断电控制时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。断电控制器与被控开关之间必须正确接线。8、与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线在改线或拆除时，必须与通防部门共同处理。检修与安全监控设备关联的电气设备，需要监控设备停止运行时，必须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。

39、9、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁、屋顶）不得大于300mm，距巷道侧壁（墙壁）不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面甲烷传感器必须在工作面混合风流处设置甲烷传感器T1，按距迎头小于5米设置，并实现瓦斯风电闭锁：在工作面回风流中距开门点10-15米设置甲烷传感器T2；采用串联通风的掘进工作面，必须在被串工作面局部通风机前设置掘进工作面进风流甲烷传感器T3。10、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围及便携式甲烷检测报警仪的报警浓度必须符合规定。11、局部通风机必须设置设备开停传感器。12、掘进工作面局部通风机的风筒末端

40、宜设置风筒传感器。13、为监测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。14、甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪，每隔10d必须使用校准气体和空气样，按产品使用说明书的要求调校一次。调校时，应先在新鲜空气中或使用空气样调校零点，使仪器显示值为零，再通入浓度为1%-2%CH4的甲烷校准气体，调整仪器的显示值与校准气体浓度一致，气样流量应符合产品使用说明书的要求15、每隔10d必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。16、安全监控系统的分站、传感器等装置在井下连续运行612个月，必须升井检修。17、井下安全监测工必须每天检查安全监控系统及电缆的运行情况。使用便携式甲烷检

41、测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8h内将两种仪器调准。18、下井管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器读数误差大于允许误差时，应立即通知通防部门进行处理。19、炮采工作面设置的甲烷传感器在放炮前应移动到安全位置，放炮后应及时恢复设置到正确位置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由掘进班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。20、井下使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在区域的区队长、班组长负责使用和管理。 21、通巷工区对传感器经过调校检测误差

42、仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录；低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲击后，应及时进行调校或更换；电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1h时，应及时更换。22、使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。掘进工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。附：瓦斯监测监控系统示意图 第六节 供电系统3上201上面运输巷巷迎头掘进施工中，电源来自井下-360水平2#采区变电所，供电方式为集中供电，由3下202主轨道巷KBSGZY-630移动变电

43、站橡胶电缆接DW80-350Z开关，再用不同平方电缆，通过综合保护开关，供迎头各种机械设备用。电缆钩间距为1m，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100米外的安全地点，必须采用风电闭锁、瓦斯电闭锁、检漏继电器等保护。附：供电系统图第七节 排水系统 根据地质的有关资料，预计最大涌水量为0m3/h，正常涌水量为m3/h，现场要安设排水能力不低于0 m3/h，扬程不低于100m的排水泵及备用泵，加强排水。 排水系统：3上201上面运输巷迎头积水3上201上面运输巷3上煤矸置换主运巷3下202主运输巷3下202主轨道巷-360轨道大巷井底车场水仓内环泵房地面。 附：排水系统示意图第八节 运输

44、系统 掘进机切割落煤运输系统：掘进机切割落煤掘进机耙爪掘进机刮板运输机ZGM-160转载机三部SD-80皮带机一部250皮带机两部400皮带机煤仓强力皮带机主井地面。运料系统：地面副井-360轨道大巷3下202主轨道巷JD-55型绞车运输3下202主运输巷JD-40型绞车运输3上煤矸置换主运巷一部JD-25型绞车运输一部JD-40型绞车运输3上201上面运输巷一部JD-40型绞车运输3上201上面运输巷迎头。 运料系统中的空车路线与运料系统相反。 附：运输路线系统示意图第九节 通讯系统 3上201上面运输巷安设的电话能够直接与主副井绞车房、井底车场、强力皮带机头、 运输调度室、采区变电所、井下中央变