采区变电所机掘规程.doc

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1、 东江煤业集团综掘工作面作业规程工作面名称：采区配电所编 制 人： 王诚华单位负责人：李文革施工单位： 综掘工区批 准 人： 刁长房编制日期: 2010年 4月19日执行日期: 2010年 4 月19日目 录目 录 1签字栏 2审批意见 3作业规程传达记录 3第一章 概况 3第一节 概述 3第二节 编写依据 3第二章 地面相对位置及水文地质情况 3第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 3 第二节 煤（岩）层赋存特征 4第三节 水文地质 5第三章 巷道布置及支护说明 6第一节 巷道布置 6第二节 支护设计 6第三节 支护工艺 10第四章 施工工艺 11第一节 施工方法 11第二节 凿岩方式 1

2、2第三节 装、运岩（煤）方式 12第四节 管线及轨道敷设 12第五节 设备及工具配备 13第五章 劳动组织与主要技术经济指标 14第一节 劳动组织 14第二节 循环作业 14第三节 主要技术经济指标 15第六章 生产系统 16 第一节 通风系统 16第二节 压风系统 18第三节 防尘系统 18第四节 防灭火 19第五节 安全监测系统 19第六节 供电系统 20第七节 排水系统 20第八节 运输系统 20第九节 通讯系统 21第七章 灾害预防及避灾路线 21第八章 安全技术措施 22第一节 施工准备 22第二节 “一通三防”管理 22第三节 顶板管理 24第四节 防治水管理 26第五节 机电管理

3、 27第六节 运输管理 30第七节 设备管理 30第八节 其它 34第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、位置本作业规程掘进的巷道为采区配电所，开门位置在总回中段，导线点“尹点”。二、掘进目的及巷道用途满足一采区下水平各工作面供电需要。三、巷道设计长度、坡度、工程量 巷道设计长度、坡度、工程量：1、 设计长度71m，与总回中段、轨道中段两巷贯通，与两巷的夹角31。总回中段导线点“尹”点位配电所中线位置，中线至左帮0.5m。顺5煤顶板掘进。2、 巷道规格，开门先按1-1断面施工8m（包括抹角），然后扩右帮施工2-2断面，最后余8m贯通时，缩右帮返回1-1断面。 第二节 编写依据一、地质说明书

4、及批准时间地质说明书名称为东江煤业说明书，批准时间为2008年9月。二、矿压观测资料尚未观测。 第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 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 表一 水平名称采 区 名 称一采区地面标高（m）+940 +955井下标高（m）750（开门标高）地面的相对位置及建筑物地面相对位置于大沟煤矿以西山沟，巷道所经区域井上无建筑物，不会对地面造成影响。井下位置及掘进地面设施的影响对地面影响不大。邻近采区开采情况巷道两端与一采轨道中段和总回中段贯通连接走 向倾斜2-3长 度71m第二节 巷道穿过地段的煤（岩）层赋存特征一、地质构造 巷道顺5号煤顶板

5、掘进，平均煤厚5.5m，其中含有1-2层夹矸，厚度均在0.1m以下，并不影响施工。根据地质报告显示，巷道所经区域无断层、陷落柱、褶曲等构造。5号煤顶板主要为沙质泥岩和粉砂岩，总厚度约9m，之上为4号煤，4号煤层较薄不可开采。 巷道施工区段以上地面为雒家庄山下南方山沟和少许耕地等，地质构造中无陷落柱、采空区等，所以掘进过程中不会对地面构成影响。 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 顶粉砂岩1.5-3m深灰色，含少量页片化石， f2-3；直接顶泥质砂岩03.64深灰色，含植物化石，厚03.64m，f3-4；伪 顶泥质页岩0-0.5深灰色，含植物化石

6、煤层煤层5.51/3为焦煤，其他为肥煤，f=3直接底沙质泥岩0.600.75-0.5浅灰色，富含植物根部化石，东部较厚，向西逐步变薄，浅灰色细砂岩与灰黑色粉砂岩互层，以细砂岩为主，f45老 底粉砂岩4.0-2.1浅灰色，层状结构，含翅羊齿及少量根部化石，f5。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数据晋煤安字(2007)2030号关于对2007年度年产30万吨及以上煤矿瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，东江煤业大沟煤矿相对瓦斯涌出量为3.9m3/t.d，绝对瓦斯涌出量为0.32m3min，CO2相对涌出量为0.32m3/t.d，CO2绝对涌出量为3.9m3/t.d，为低瓦斯矿井

7、。据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，5号煤层火焰长度大80mm，岩粉用量70，吸氧量0.53ml3g，煤尘具有爆炸性，属于自燃煤层。第三节 水文地质一、 水文情况：据地质报告，井田范围各含水层受补给条件影响，除奥灰含水层和太原组灰岩含水层局部富水性较强外，大都属弱含水层。山西组5号煤层的直接充水含水层为煤层之上山西组砂岩含水层和煤层下伏的太原组灰岩含水层，因为这些含水层的水可以通过冒裂带和底鼓等途径直接进入矿井。由于太原组以上各含水层大都含水性较弱，般不会对煤层开采造成威胁。但考虑到奥灰水位高于煤层底板，如有断层或陷落柱沟通，将对煤层的开采造成威胁。因此，开采时应防止这两层含水层的水通过

8、冒落带和构造裂隙进入矿井，并应注意周围矿井废弃采空区积水情况，应采取有效的防范措施，避免造成水害事故。本井田水文地质条件为简单类型。第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 平面位置见图1（1：2000）第二节 支护设计一、巷道断面巷道支护断面图见图（1：50）。1-1断面净宽3.2m，2-2断面净宽4.2m；净高为2.6米。二、支护方式（一）临时支护 1）、临时支护形式：采用吊环式前探梁作临时支护,前探梁为长度不小于3.2米的3吋钢管或型钢制成，数量：1-1为2根，支点数4个，2-2为3根，支点数6个；前探梁间距0.8-1.2米。方木规格：长宽厚=2.50.150.15m；当顶板不平，吊

9、环不能正常使用时，可用40t溜子链代替吊环。2）、临时支护顺序：（1） 迎头截割施工后，洒水降尘；（2） 用长把工具(2m) 敲帮问顶，摘除迎头危矸悬岩；（3） 松前探梁方木木仨，拿下方木；（4）松前探梁木仨，将后面一个前探梁吊环移至前排上紧，前移前探梁，其中一根前探梁端面距迎头不大于300mm，另一根前移至不影响放方木和放钢筋梯子梁、铺网为原则；（5）往前探梁上放方木，不超过前探梁前端面；（6）往前探梁上放钢筋梯子梁，铺顶网；（7）前探梁连同钢筋梯子梁、网一同托起，将另一根前探梁移至端面距迎头不大于300mm；（8）根据锚杆间排距和巷道中线将钢筋梯子梁调整到合适位置，涨紧网使两帮余留量对称；

10、（9）用板枇、木仨紧好前探梁方木，用木仨固定牢固前探梁。当顶板破碎难以控制，必须采用超前锚杆加强顶板支护。超前支护是在每次割煤前，紧贴迎头向前以与顶板45度夹角施工2根直径18mm长度不低于1.8m全螺纹钢等强锚杆，锚杆间距0.81.2米，锚杆末端用铁锚盘或加木托盘联合紧固，当顶板非常破碎时，每次施工3根锚杆，并且视迎头围岩破碎情况缩小锚杆间排距，增加锚杆的支护密度。 临时支护平、剖面图见图（1：50）（二）永久支护 （2）两帮用铁盘将钢网压紧。附：锚杆支护设计按悬吊理论计算锚杆参数：1、锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H 冒落区高度，m；K 安全系数，一

11、般取K=2；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.7m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；其中：H = 0.5 (m)则L=20.5+0.7+0.05=1.75(m)2、计算锚杆间距、排距： 计算顶板锚杆间排距：锚杆间排距几何平均数： d=1/2K锚K护3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)1/21.01.0230.9/(20.9+1)+(24-1)/(24+1)0.84K锚-锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取1.0K护-护顶方式系数，锚带网支护时取1.02I-围岩完整系数：整体性好取0.9 ：整体性较好取0.75：整体性一般取0.6 ：整体性较差取0.45：整

12、体性很差取0.3根据本矿情况，取I=0.9 f-顶板岩性普氏系数，取f=4则计算d=0.841-1a、计算锚杆根数： n=B/d=3.4/0.84 =4.1 取n=5 B-巷道荒宽，取3.4mb、锚杆间距：D间=(B-0.4)/(n-1)=(3.4-0.4)/(5-1)=0.75 取D间=0.75mc、锚杆排距：D排=d2/D间=0.842/0.75=0.95 取D排=0.9m从而确定顶板锚杆间排距为：0.750.9m2-2a、计算锚杆根数： n=B/d=4.4/0.84 =5.23 取n=6 B-巷道荒宽，取4.4mb、锚杆间距：D间=(B-0.4)/(n-1)=(4.4-0.4)/(5-1

13、)=0.8 取D间=0.8mc、锚杆排距：D排=d2/D间=0.842/0.8=0.9 取D排=0.9m从而确定顶板锚杆间排距为：0.80.9m两帮锚杆间排距a、锚杆间排距几何平均数：d=1/2K锚K护3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)1/21.051.0730.9/(20.9+1)+(24-1)/(24+1)0.98K锚-锚固方式系数，两邦采用树脂加长锚，取1.05K护-护帮方式系数，锚带网支护时取1.07I-围岩完整系数 ：整体性好取0.9 ：整体性较好取0.75：整体性一般取0.6 ：整体性较差取0.45：整体性很差取0.3根据本矿情况，取I=0.9 f-顶板岩性普氏系数，取

14、f=4则计算d=0.98b、计算锚杆根数：n=H/d=2.7/0.98=2.75，取n=3 H-巷道荒高，取2.7mc、锚杆间距： D间=(H-0.9)/(n-1)=(2.7-0.9)/(3-1)=0.9 取D间=0.9md、锚杆排距： D排=d2/D间=0.982/0.9 =1.06 取D排=0.9m从而确定锚杆间排距为：顶板1-1：0.750.9，2-2：0.80.9 ；两帮锚杆间排距为0.90.9m。（三）质量要求：锚带网一、巷道质量要求：、巷道净宽允许偏差：中线至帮0200mm；全宽允许+300mm。、巷道净高不低于2.5m，允许偏差0300mm。、锚杆安装牢固，铁盘紧贴壁面，不松动，

15、螺纹钢锚杆予紧力达到300N.m。、螺纹钢锚杆锚固力：岩石达到130KN（24.34MPa），煤为70KN（13.11 MPa），锚固方式为加长锚。、网对接严密结实，锚带压网紧贴岩面；网与网之间每隔200mm用铁绑丝扭牢一处。、锚杆间排距：允许偏差100mm；顶板破碎时排距最大不超过800mm。、锚杆应垂直巷道轮廓线打设，角度不小于85，顶板靠两帮锚杆必须向巷道两帮倾斜，与铅垂线夹角2535，锚固端距各自邻近帮垂直距离不小于0.5米，并与钢筋梯子梁连接，两肩角锚杆距顶板不大于400mm，与水平线夹角1723，保证锚杆端在顶板岩石中。两底角处锚杆以4050角分别向底板打设。二、文明生产：（1）、

16、通风合理风量符合规定，风筒吊挂平直不漏风；（2）、永久支护及临时支护符合规程要求；（3）、安全设施齐全，轨道质量符合标准。（4）、巷道内无杂物，无淤泥、积水，管线吊挂整齐，材料工具码放整齐。（5）、巷道每天洒水一遍，严格这执行“洒水灭尘”制度。（6）、巷道文明生产，达到“四无、四整齐”。“四无”：巷道内无淤泥积水；无脏杂物和废旧物料；无积（煤岩）尘；无尾工。“三整齐”：工具材料码放整齐；工具存放排列整齐；开关上台上架排放整齐。 断面项 目质量标准 (mm)部位巷道规格及名称 (mm)一采轨道中段、下段巷道净宽左 帮02000200上部中线-两帮、+200mm中部中线-两帮、+200mm下部中线

17、-两帮、+200mm右帮上部中线-两帮、+200mm中部中线-两帮、+200mm下部中线-两帮、+200mm巷道净高0300底板至顶板2600锚固力顶板（岩石）130KN/根两帮（煤）70KN/根锚杆布置100顶板750900两帮900900mm（帮）锚杆规格L=顶板181800帮181800锚杆安装人工安装人工安装锚杆距迎头顶板：900两帮： 900巷道卫生 清洁卫生第三节 支护工艺一、支护材料： （1）全螺纹钢等强锚杆规格：直径长度181800mm。（2）树脂锚固剂规格：直径23mm或28mm，L=350mm。（3）钢筋梯子梁使用 钢筋梯子梁，规格：1-1 钢筋梯子梁规格：长宽 32001

18、00，钢筋直径14mm；2-2长宽厚 42001603mm（钢带）。（4） 顶板及两帮铺设金属菱形网，金属网用12#铁丝编织，网孔规格 ： 5050mm。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰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，深度1.7m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在有效支护下操作。打眼的顺序，应由

19、外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风动锚头卡住螺帽，开动风动锚头，使风动锚头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，方可撤去风动锚头，搅拌旋转时大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于300Nm。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、1、严格按照生产技术科定的中线施工，首先采用炮掘刷片口，采用

20、全断面一次起爆成巷掘进，在片口处安设语音信号，人工装车（底开门），使用总回中段对拉绞车出矸。2、片口施工完毕后，待能够进入掘进机的安全空间后，采用EBJ120TP型掘进机落、装煤，在总回中段敷设40T溜子，入第四联络巷溜子转运运输下山系统运煤。 二、采用锚带网支护，使用金属全螺纹锚杆支护，严格按地测专业所放中线及生产技术部下达施工放线通知单施工。三、1、炮掘每班完成一个循环，循环进尺1.5m，放炮前最大控顶距0.9m，放炮后最大控顶距2.4m。2、 机掘每班完成三个循环，循环进尺1.8m，截割前最大控顶距0.9m，截割后最大控顶距2.7m。爆破说明书 表1-1 眼号炮 眼名 称眼深m眼距m抵抗

21、线m装药量角度爆破顺序封泥长度联线方式装药角度水炮泥块数眼数个每孔装药量块总装药重量Kg水 平垂 直左度右度仰度零度俯度1-4掏槽1.90.5/1.00.5432474740001 0.6串联正向装药45-12辅助眼1.70.60.5823.290900002 0.6813-24周边眼1.70.550.551224.875750003 0.61225-30底眼1.70.550.55622.49090 00144 0.66 合计3064 12.8 30爆 破 指 标 编 号项 目 名 称单 位数 量全岩半煤岩全煤1岩石种类及坚硬程度普氏（f）系数F242炸药种类Kg硝酸氨或乳化炸药3雷管种类个毫

22、秒延期电雷管4雷管号数#145循环进度m1.56炮眼利用率%88.47爆破体积m313.26第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道采用炮掘刷片口和EBJ120TP型掘进机落煤（岩）。一、打眼机具：根据煤岩性质采用2部MQT-1202.5锚杆机，两帮可用12部YT24（7665）型风钻或风锚头，风钻配直径22mm中空六角钢钎及直径32mm柱齿钻头，风锚头配麻花钎子。全部采用湿式打眼，钻孔施工要坚持定人、定钻、定眼、定位、定责的打眼方法。二、降尘方法采用综合防尘措施，湿式凿眼，割煤、装煤、出煤全过程洒水降尘，无水不开机，各转载点设置喷雾，先开喷雾后开机，巷道内设置2道净化水幕来净化风流（距迎头不大于5

23、0m一道；距回风口不大于50m一道，在巷道开门施工中，净化水幕可安设在回风巷道中），每班按制度进行洒水灭尘。掘进机喷雾齐全，正常使用。第三节 装、运岩（煤）方式一、装岩（煤）方式1、刷片口采用炮掘，人工装车（底开门），使用总回中段对拉绞车出矸。 2、机掘采用EBJ-120TP型掘进机落煤、装煤。二、运输方式运输方式：1、片口施工完毕后，待能够进入掘进机的安全空间后，采用EBJ120TP型掘进机落、装煤，在总回中段敷设40T溜子，入第四联络巷溜子转运运输下山系统运煤。 第四节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。水管要接口严密，不得出

24、现漏水现象，水管距迎头30m范围内使用10mm高压水管，30m外使用二寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。 第五节 设备及工具配备 设备及工具配备情况表 序号名 称规 格 型 号单 位数 量备 注1局扇FBD-6.0，15kw台2主副2掘进机EBJ-120TP型部13溜子40T部14锚杆机MQT-120台25风钻YT24型部26风锚头部17风镐G10部28锚杆拉力计MLK30台11Mpa/5.341KN130KN/24.34Mpa70KN/13.11Mpa9扭矩扳手把1不小于300Nm10锚索涨拉器SL30台11Mpa/3.5KN100KN

25、/28.57Mpa11放炮器MFB-100台3每班一个12雷管盒个3每班一个13 炸药箱个3每班一个14绞车JD-25部2对拉备注：配齐迎头日常工具，并实行交接班制度。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织1.组织形式：该巷道掘进由三个掘进班组承担，每班在册10人，配正副组长、质量验收员各1名，掘进机司机1名、皮带输送机司机、刮板机司机各1名、机电维修工各1名、工区由区长、副区长轮流值班、盯班，确保正常施工与安全生产。2.施工工序：（1）交接班打迎头眼洒水防尘装药放炮通风防尘临时支护扒迎头全断面打锚杆、钢带、挂网洒水防尘出矸洒水防尘清理。（2）交接班检修掘进机截割临时支护永久支护清

26、理。3. 工序说明： （1）交接班后打迎头眼，打完眼后洒水防尘定炮，联线放炮，待炮眼吹净后，由班组长和放炮员进入迎头查看放炮情况，及时摘除迎头的悬矸危岩，然后支临时支护，然后扒装清迎头打顶帮锚杆，最后出矸。交接班前清理巷道卫生。各工序必须严格执行敲帮问顶工作（2）交接班后对掘进机进行检修，完后掘进机截割，之后支临时支护，然后进行永久支护，交接班前清理巷道卫生，各工序必须严格执行敲帮问顶工作。附：劳动组织表 第二节 循环作业一、每班完成一个正规循环，每日完成三个循环，循环进尺1.5，日进尺4.5m，月进尺115m，正规循环率为85，最大空顶距：放炮前0.9m，放炮后空顶距2.4m。二、采用“三八

27、”制作业方式，每天3班掘进；每班完成3个正规循环，每日完成9个循环，循环进尺1.8m，班进尺5.4m，日循环16.2m， 正规循环率80% 月循环进尺388m，最大空顶距截割前0.9m，截割后空顶距2.7m。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，以充分利用工作时间，提高工时利用率当现场条件影响当班不能完成一个正规循环时，交接班双方必须按照施工工序组织施工，正规操作，不得反程序施工。附：正规循环作业图表附：截割方式及示意图1、截割工具：采用EBJ-120TP型掘进机落煤，功率190Kw，两帮预留煤厚100200mm，两肩窝及两底根煤岩采用风镐等工具处理。

28、2、截割顺序：从中间进刀，按照先中间后四周的顺序进行截割，割完后修正两帮成直线，逐渐达到设计要求尺寸。掘进机司机严格按照地测专业所放中线控制截割高度及宽度。第三节 主要技术经济指标1-1 序 号项 目单 位数 量煤巷半煤巷全岩1巷道总长度米10 2在册人数人43 3出勤率87 4循环进度米1.5 5每班循环次数个1 6日循环次数个3 7日进度米4.5 8月进度米115 9效率米工0.65 10坑木消耗M3/m 11炸药消耗Kg/m8.53 12雷管消耗发/m20 13炮泥消耗Kg/m30 14水炮泥袋消耗个/m30 15锚杆消耗套/m12.22 16树脂锚固剂消耗个/m25 17金属网消耗M2

29、/m8.5 18梯子梁张/m1.2/8.5 19配件消耗元/米 20其它消耗元/米 21 22 2-2序 号项 目单 位数 量煤巷半煤巷全岩1巷道总长度m55 2出勤人数人43 3出勤率87 4循环进度m1.8 5每班循环次数个3 6日循环次数个9 7日进度m16.2 8月进度m388 9效率米工0.65 10坑木消耗M3/m 11炸药消耗Kg/m 12雷管消耗发/m 13炮泥消耗Kg/m 14水炮泥袋消耗个/m 15锚杆消耗套/m12.22 16树脂锚固剂消耗个/m25 17金属网消耗m2/m8.6 18钢筋梯子梁条/m1.22/10 19配件消耗元/m 20其它消耗元/m 21 22 第六

30、章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风，风机安装在总回中段片口以里10m处（杨树岭主井方向），扇距底板高度在300MM以上，且局扇距掘进巷道回风口不得小于10，最长供风距离170m。一、掘进工作面风量计算：每个掘进工作面实际需要风量应按瓦斯涌出量、人数、风速等规定分别进行计算，取其中最大数值作为工作面迎头的需要风量。 按瓦斯涌出量计算 煤掘100瓦掘通（m3min）=1000.321.6=51.2(m3/min)式中：瓦-第个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量（m3min）掘通-第个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.21.6按人数计算： 煤掘4（m3min）430120(m

31、3/min)（包括大班人员）。式中：i -第个掘进工作面同时工作最多人数（人） （3） 按最低、最高风速计算： 最低煤掘=0.2560掘 （m3/min）=1510.92=163.8(m3/min) 掘进机施工中1.1的倍数=163.8(m3/min)1.1=180(m3/min) 式中：掘-最大掘进巷道断面积 0.25-最低风速（4）风量验算： 掘进工作面风量验算 0.32/180100%=0.17%1% 根据以上计算取大于或等于180m3/min为工作面所需风量,0.32为瓦斯涌出量，工作面回风流中的瓦斯、二氧化碳浓度不超过1%，其它有害气体符合规程第100条的规定； 二、局部通风机选型、

32、 局部通风机选型：选用风机：局扇工作全压HtRQaQh+hv2884.293.0+23708pa其中：QaP Qh,1.433.04.29m3/sQa：局扇工作面风量，m3/s, Qh：工作面风量，3.0m3/s P：风量比1取1.43 hv Qh2/2So21.23.53/20.282622pa hv：风筒出口动压 -空气密度取1.2kg/m3 So风筒出口断面取0.2826 m2 RLU/S3+nRj+b/2S2+Ro0.00251701.88/0.283+172.5+0.41.2/20.282 288 S: 风筒断面取 0.2826 m2 U:风筒周长取1.88m L：通风距离取170m

33、 :空气密度取1.2kg/m3 b：对应的局部阻力系数，无折弯时取零 n：风筒接头数取17个Ro：其它局部风阻，包括风筒的扩大，缩小，分岔，汇合等局部风阻（若无取零）：摩擦阻力系数 取0.002450.00294 NS2/m4 Rj：每个接头风阻 取2.942.45NS2/m8 由于FBD-NO6.0对旋式215KW风机的吸风量为420-240m3/min，单风机全风压为445-5282Pa,而实际计算局扇工作风压为3708Pa，满足供风要求，且风电闭锁，故选用此风机。FBD-6.0型对旋式215KW风机，实现双风机双电源，主副风机自动切换。压入式通风。在开门前进行电机试运转，开启风机后由测风

34、员进行测风。对旋风机的使用规定：在开门前使用单位进行电机试运转，开启电机后由测风员进行测风，当迎头风量在计划风量1.1倍以上时可以使用单电机运转，否则，必须改为双电机，在生产过程中当迎头实际风量小于计划风量的1.1倍时，立即改为双电机运转。试验风机切换时，必须先送付风机，后送主风机。三、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点风机安装在总回中段新鲜风流中，局扇距底板高度在300MM以上，局部通风机吸风口至掘进工作面回风口巷道的最低风速不得低于0.25m/s。2、通风系统杨树岭主井-（鲜风）局部通风机总回中段采区配电所（乏风）总回上段总回风风井第二节 压风系统风源来自地面压风机房主井5吋

35、煤仓上口4吋运输下山4吋 1505西运输2寸钢管接胶管至迎头。地面风压为0.70.8MPa，迎头风压最小不低于7Kg/cm2。压风系统：地面压风机房主井煤仓上口一采轨道下山总回中段采区配电所第三节 防尘系统防尘水源来自井上防尘水池，经煤仓上口、一采皮带下山、第二联络巷、一采轨道下山上段、总回中段、采区配电所，分别用2寸铁管和10mm高压水管接至迎头，每50米设防尘三通一个，必须采取湿式割煤、定期冲刷井壁巷帮、使用喷雾净化水幕，实现破煤喷雾和净化风流、在装煤期间洒水防尘、设二道喷雾，在巷道开门时，掘进机桥式皮带外侧安装一道，回风侧30m处安设一道。巷道掘进100m以后，第一道安设在距迎头不大于50m，第二道距回风口不大于50m安设一道。防尘系统：井上防尘水池主井一采皮带下山一采轨道下山总回中段采区配电所侧式供水中空六角钢钎子巷道内水幕装水炮泥水针放炮前后洒水截割洒水冲刷岩帮水管第四节 防灭火该巷道防火的重点是防设备、机械摩擦生热、机电设备、缆线和人为火灾。一、