XX乡XX煤矿111901运输巷掘进作作业规程.doc

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1、六XX乡XX煤矿111901运输巷掘进作作业规程作作矿 审编制日期：2012年3月5日审 批 会 签 表施工单位：审批意见：部门生产技术部通风安全部机电运输部调度室签名日期部门生产矿长安全矿长机电矿长总工程师签名日期作业规程学习和考试记录 负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见： 作业规程复查记录作业人员贯彻学习签名 班 班 班参加人数参加人员（签字）参加人数参加人员（签字）参加人数参加人员（签字）贯彻人： 2012年 月 日 贯彻人：2012年 月 日贯彻人：20

2、12年 月 日第一章 概况第一节 概述一、掘进巷道基本情况巷道名称：11901运输巷掘进工作面。 巷道位置：巷道开口标高1252.4m，预计终止标高+1252.7m ，11901运输巷由+1250m运输石门见19#煤层处开门，方位角 134579，预计掘进长度100m。 二、巷道用途11901运输巷服务于11901采煤工作面，采煤工作面通风、运输、行人用途。三、施工前准备工作施工前，通风（设施）系统、供电(电气设备)系统、压风、防尘消防、通讯、运输系统、监控系统等按规定要求安装好，准备支护材料，并经有关科室验收合格。编制并审定11901运输巷掘进作业规程和及其它相关安全技术措施，并组织作业人员

3、学习、考试，合格后方可上岗作业。该工程预计2012年2月下旬开工， 2012年4月上旬竣工。计划工期1.5个月。四、巷道布置图 第二节 编制依据煤矿安全规程、煤矿操作规程防治煤与瓦斯突出规定、防治水规定；XX乡XX煤矿（整合）开采方案设计中有关19#煤层一采区设计；11901运输巷掘进工程地质说明书。第二章 地面相对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上下对照关系表水平、采区一水平一采区工程名称11901运输巷地面标高+1350m+1375m井下标高+1252.4+1252.7m地面相对位置建筑物、水体及其它相应地面位置为山地,无山塘和水库。井下相对位置下部为21903采煤工作

4、面(未采面)，上部为19#煤层开采上限，东部为11902采面（未布置）邻近采掘情况对掘进巷道的影响矿区边界有可能邻矿越界开采，掘进到终止位置时，采空区水对掘进作业可能有影响。 第二节 煤层赋存特征和地质构造一、煤层特征1、19#煤层特征表指标单位参数备注煤层厚度（最大最小/平均）（1.45m1.7m）/1.6m预计煤层倾角（最大最小/平均）（2731）/28揭露煤层硬度f1煤层层理发育煤层节理发育结构结构较简单煤类及煤质高热值无烟煤视密度141t/m3预计煤的残存瓦斯含量3.24m3/t.r自燃发火期类、自燃发火煤层煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸危险性地温正常22、煤与瓦斯突出该矿未作煤与瓦斯突出危

5、险性鉴定。依据关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见黔安监办字2007345号文，三家寨煤矿属煤与瓦斯突出矿区，高瓦斯矿井，掘进作业过程中,按煤与瓦斯突出矿井管理。二、煤层顶底板情况19#煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板基本顶中硬岩510m粉砂质粘土岩、细砂岩直接顶中硬岩2-33m灰色灰岩或泥质灰岩伪顶底板直接底中硬岩2-32m粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩基本底中硬岩512m粉砂质粘土岩、细砂岩三、地质构造1、本区整体为一平缓的单斜构造，地层走向主要为北东南西向，倾向东南105，倾角2731、平均28。矿区内构造类型属中等构造。2、断层情况及其对回采的影响3、本区无大的断

6、层构造，对掘进有一定的影响。4、褶曲情况及其对回采的影响5、预计 19#煤工作面运输巷、回风巷掘进过程中，煤层走向方位变化较少，出现影响掘进作业的褶曲较少。四、地层综合柱状图第三节 水文地质1、工作面的直接顶板为泥岩灰岩或灰色灰岩，底板为粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩，属弱含水层，局部地段有滴水淋水。巷道布置在井田西翼，掘进过程中，可能遇断层，联通积水区。掘进工作面主要充水方式为渗水、滴水、淋水，水量不大，局部可能发生突水。该工作面在掘进过程中，尤其是在雨季期间，一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。掘进作业时，必须探清掘进工作面前面地质构造，进行探放水作业。根据贵州省文件精神，掘进

7、作业过程中，必须坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水措施。2、预计11901运输巷掘进工作面涌水量：1t/m3。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置巷道布置煤层层位： 19#煤层工程量100米巷道布置水平标高： +1252.4m；方位104中腰线按中线施工坡度沿煤层顶板开口位置+1250m运输石门见19#煤层处终止位置断面形状毛面积毛下宽毛中高净断面积净断面毛水沟断面半圆直墙拱9.30m23.4m3.1m8.18m2下宽中高=3.2m2.9m0.2m0.2m二、 矿压观测观测对象：11901运输巷顶板、两帮，以及巷道支护情况。观测内容：围岩来压，支架抗压情况，顶板空顶,漏顶。观

8、测方法每班班长进班作业前，要求先对11901运输巷进行检查，并用长柄工具进行敲帮问顶。作业过程中，加强顶板管理，坚持敲帮问顶制度。处理出现顶板破碎和漏顶必须先进行维修，然后才能作业。维修时，先将里面人员撤出,由外向里逐段进行维护，维护方法采用重打锚杆挂网支护或工字钢棚子支护。 第二节 支护设计一、永久支护11901回风巷支护方式选择:根据我矿技术水平及11901采煤工作面回采工艺要求，11901运输巷采用锚杆网支护。顶板破碎地点和断层带位置采用工字钢棚子支护。11901回风巷巷道断面选项择：锚网支护跟据11901采煤工作面通风、运输、行人需要，11901运输巷锚网断面形状为直墙半圆拱形，宽3.

9、2m，中净高2.9m，净断面9.34m2,煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。工字钢棚子支护据11901采煤工作面通风、行人需要，11901运输巷架棚断面形状为梯形，上宽2.6m，下宽3.5m,中净高2.5m. 净断面7.63m2,上为顶板斜面（不破坏顶板）。煤层厚度不够时,破底板保障巷道净高。11901回风巷锚网支护参数设计：1）、巷道两帮的破坏范围：C=KCHBC/（1000m）1 htan(45/2)KC巷道周边挤压应力集中系数，取KC=3.0；岩石平均质量密度与当地自由落体加速度之积，取=25KN/m3；C采动影响系数，按两侧均为实体煤，取BC=1.15；m顶煤的单向抗压强度，取m=1

10、9.1MPa；煤层的内摩擦角，=45；h巷道高度，h=2m；H埋深，100m经计算：c=1.42m。2）、顶板最大松动范围按下式预计：b=(a+c)/fm中：fm顶板的坚固性系数，取fm=1.91；a巷道的半跨距，a=3/2=1.5m；经计算：b=（1.5+1.42）/1.91=1.53m。3）、锚杆的长度：1、帮锚杆：破坏范围的2/3处作为两帮支护长度的下限，全部破坏范围作为支护的上限。则：两帮锚杆有效范围长度l帮平=0.951.42m，取平均值：1.2m，外露部分取0.2m，并留有一定的安全余地。帮锚杆取值长度2m。顶锚杆：着支护合力作用点为端点形成的拱高b1为顶板锚杆支护长度的下限，顶板

11、在支护条件下全松动范围拱高为支护的上限，则顶板锚杆有效锚固长度l顶为：顶= b1b=(a+2c/3)/ fm(a+c)/fm =1.281.53m、平均值：1.41m，外露部分取0.2m，并留有一定的安全余地。锚杆取值长度2m。3）、锚杆间距S1按下式计算：S1=RT/（Kb）式中：RT锚杆的实际锚固力，取RT=40KN/根；k安全系数，取K=3；煤的质量密度与当地自由落体加速度之积，=14.2KN/m3经计算：S1=0.61m。、校核杆体抗剪强度所需锚杆间距S2，按下式计算：S2=8(0.25d2+POf)l顶/3K2b（2a）锚杆直径，20mm螺纹钢；锚杆体抗剪强度，查表：500MPa；S

12、2顶板抗剪安全系数，取5；O锚杆锚固力，40KN/根；a巷道的跨度，3m；分层间摩擦因素，0.3。算：S2=0.8m。S1、S2中的最小值作为顶板锚杆支护间距。帮锚杆间距、排距取0.8m。支护参数支护参数详见支护图顶锚杆四个，间距800mm。锚杆孔深1900mm，垂直巷道顶板帮锚杆三个，下帮锚杆二个，锚杆孔深1900mm，垂直棚帮。顶板、上帮、下帮分别用锚网铺满。锚杆布置排距（巷道方向）800mm。11901运输巷架棚支护参数设计2、工字钢棚子支护采用11#工字钢加工制作，根据支架加工图加工支架，上梁净宽2.6米,腿长3米。工字钢棚子支护间距0.8米。支护腿梁之间20mm螺纹钢拉杆连接。拉杆全

13、长1m,两端螺纹各长0.15mm棚顶用木板接顶严实，空顶部份用老木接严实,支柱不得歪斜,永久支护不落后工作面2米。二、临时支护锚网支护巷道临时支护采用抬棚支护方式维护顶板。支护方式:采用液压支拄和相木组成一梁一柱抬棚支护顶板。支护要求:梁采用120mm140mm、长度过2.2m坑木,沿倾向紧贴顶板，液压支柱垂直顶板,升压受力。支护间距为0.5m0.6m，紧贴工作面必须打临时支护。注意事项: 顶板锚杆打好安装后,方可拆除临时支护。抬棚支护控顶距离2.4米。架棚支护巷道采用前探梁超前支护前探梁的制作及使用：将二根等长的3m的15kg/m 轨道（或10#槽钢），用四付卡子或铁链配插销悬挂于距工作面最

14、近的棚子下面，布置在顶板中央,铁轨（或10#槽钢）间距不少于0.8米，卡子（或铁链）间距1.8米,铁轨或槽钢能伸到空顶区内控制，并在两根伸向前方空顶区内。前探梁上方铺满木板,木板厚度不少于0.1米，长度不少于1.5米。宽度不少于0.2米。前探梁支护控顶距离1.2米。三、支护断面图锚网支护图2第三节 支护工艺一、锚网支护、支护材料1、锚杆、托盘及锚固剂螺纹钢锚杆: 杆长2m，20mm，（螺纹50mm，特厚螺母M20）。托盘：铁托盘120mm120mm4mm。使用特厚螺母M20紧固，锚固力不少于64KN。锚固剂：树脂锚固剂，型号26853。每根锚杆均用2筒树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm。

15、2、钢丝网:断面铺设冷拔钢丝网，钢丝直径3.5mm，网格100mm100mm，网块2000mm1000mm，相邻两块网之间要压茬连接，压茬长度不小于800mm，每隔200mm有一个连接点。、锚杆网支护工艺1、打锚杆孔 放炮后敲帮问顶，处理活动矸石，搞好临时支护。检查中腰线、巷道断面，不符合设计要求，必须进行修整成形到设计断面。 检查风水管、打锚杆用风动工具，准备好长短钎子，并在长钎子做好锚杆孔终孔位置标记。作业人员穿好雨衣，扎好袖口。 打眼时先用短钎子，然后再用长钎子打到设计深度（终孔位置标记）。锚杆孔方位角度应垂直岩层层理面，层理面不明显时，垂直巷道周边。 检查锚杆孔质量，排距、间距、锚杆孔

16、深度符合设计要求，锚杆孔方位角度符合本规程规定。孔内煤岩粉清洗干净。2、安装锚网打好锚杆孔后，进行挂网作业，锚网从拱顶向两侧方向铺展，每挂好一网，便安装好锚杆，紧固锚网。锚网要求铺满周边，锚网前，必须将两墙脚清到底板以下100mm，锚网铺到墙脚底板以下100mm。网要压茬搭接， 搭接长度不少80mm，相邻网之间用14#铁丝连接，选点均匀，间距200mm。3、安装锚杆安装锚杆前,必须检查锚杆孔布置方式,孔距、孔深、角度以及锚杆部件是否符合规程规定，不符合规定先进行处理和更换。并将孔内积水、粉尘清洗干净。安装锚杆时，先将将两筒锚固剂放入锚杆孔内，再将螺纹钢锚杆插入孔内，上好托盘螺母，用风动锚杆安装

17、机套在螺母上，带动锚杆搅拌孔内锚固剂，同时，慢慢将压锚杆压入孔底，拧紧螺母。压盘压紧锚网，紧贴岩壁，岩壁不平时，先用手镐找平，然后再装锚杆。锚杆外露不超过10mm15mm。用力矩扳手紧固锚杆螺母，拧紧力不少于100Nm，锚杆锚固力不少于5吨，每50m进尺做一组拉力试验，并用红油漆标记。二、工字钢架棚支护、支护材料金属支架：11#工字钢加工制作，根据图样加工，梁净宽2.6米,腿长3m.每架棚子梁一根，腿子二根。金属接杆：20mm螺纹钢制作，拉杆全长1米，每架棚子配套拉杆4根。背板：数量适量，厚度不少于0.1m。、金属棚子支护1、金属棚子安装检查工字钢支架质量，梁柱长度尺寸符合要求，焊接牢固，不同

18、规格支架不得混用。撑杆、背板准备充分，材质符合要求。加强顶板管理，作业过程中，随时进行敲帮问顶，找尽活矸悬硖。架设临时支护，严禁空顶作业。根据本规程规定，修整断面成形到设计毛断面，挖好柱窝。柱窝要求挖到实地，柱窝过深或软底时，必须穿鞋或踩暗木。架设支护时，先将帮柱放入柱窝，并采取临时措施，将帮柱固定牢固，然后架梁。架梁时，先找好棚梁位置，将棚梁放入梁腿接口处。检查中腰线，合格后，将棚腿和梁头背紧背牢。背棚背顶材料紧贴棚帮，不得松动或空帮空顶，顶部和两帮的背板应和巷道中线或腰线平行，背板间距不大于0.3m，空顶帮处充填实。梁棚接口处的两肩必须加楔打紧。前后棚之间必须打好撑杆，位置和数量必须符合本

19、规程规定。架设支架时，必须2人3人作业，作业人员必须戴好手套，相互合作，防止支架伤害作业人员。上梁时，稳抬轻放，不要将手伸入棚梁接口处，防止受到伤害。严格按中腰线施工，做到高矮一致，两帮整齐。梁腿接榫处不吻合时，应调整梁腿，柱腿靠紧梁上挡块，严禁在缝口处打入木楔。2、备用支架存放地点、数量每班备用支架不少于三架支护材料，并备一定数量的相木、背板等材料，存放在距迎面15米处，码放整齐，不得影响行人、通风。三、工程质量、技术管理1、 地测工作地质专业技术人员在开工前，应了解地质资料，在施工中做好地质管理工作，搞好地质素描，做出水文地质预测预报，以便指导施工。测量技术人员为保证精度，要求每掘进30米

20、用仪器标定一组中、腰线，及时做好填图工作；施工人员在短距离（30米）内使用和延设中腰线, 验收员必须每班将中线延到迎面，并画出巷道轮廓线，并准确画出煤眼、矸眼位置,明显标示在工作面上。巷道中线不落后迎面10米。2、施工工作施工技术人员应全面平衡统筹布置施工中的各项技术工作，根据工程的具体情况详细编制工程施工的安全技术措施、作业规程，及时解决施工中的问题，切实保证工程按设计要求施工，及时收集、整理各种原始施工资料。、施工质量要求 必须严格按设计要求进行掘进和支护,巷道净宽、净高和中线必须符合规程规定。水沟、电缆钩、管钩按要求施工，水沟为300mm200mm，电缆钩设置一路，高度距底板大于1.8m

21、，间隔为3米。锚杆眼间距800mm800mm，其偏差不得超过设计的100mm,锚眼垂直巷道周边打,偏角不得大于5，孔深2m。打完锚孔后,应用压风将孔内煤岩粉吹干净。锚网按要求铺设，锚杆安装必须穿过锚网，将锚网压紧。锚杆安装质量符合设计要求，托板、螺帽、垫片齐全完好，杆体、锚固剂规格材质符合设计要求；锚固剂应当搅拌均匀、捣固紧。泥岩、煤体中打锚杆时，应全长锚固。锚杆螺母用风动扳手拧紧，确保锚杆托板紧贴巷壁。锚杆必须按规定做拉力试验,并用记录牌板显示,并有检查和试验记录。、质量验收标准1、锚杆网支护工程质量规定表检查项目质量要求合格优良保证项目锚杆及配件材质、质量符合设计、作业规程、及规范规定锚固

22、剂规格、性能符合设计、作业规程、及规范规定锚网材质、质量符合设计、作业规程、及规范规定基本项目锚杆安装质量牢固、托盘基本密贴壁面，不松动牢固、托盘密贴壁面，未接触部位楔紧锚杆抗拔力最低值不少于设计90%最低值不少于设计值开一面 净宽中线到任帮距离0mm+150mm0mm+100mm净高腰线到顶底距离0mm+150mm0mm+100mm允许偏差项目锚杆孔间距、排距允许偏差：100mm锚杆孔深度允许偏差：0mm+50mm锚杆与巷周边（层理）垂直度允许偏差：1522、工字钢支护工程质量规定表检查项目质量要求基本项目巷道净宽-30mm+50mm巷道净高-30mm+50mm支架前倾后仰1拉杆垫板位置、数

23、量符合要求。全部背紧背牢背板符合要求，全部背紧背牢。最低值不少于设计值柱窝深度深度不少于设计20mm允许偏差项目支架间距允许偏差：100mm支架梁扭距允许偏差：100mm支架梁水平度紧贴顶板立柱柱斜度2棚梁接口5mm33、巷道文明卫生浮矸及时清理,支护材料堆放整齐,管线电缆悬挂整齐,严禁出现漏水、漏风。做到无杂物、积水、淤泥、浮矸。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工程序锚网支护:放炮后安全检查敲帮问顶临时支护打锚眼孔挂网、装锚杆收尾。工字钢棚子支护:放炮后安全检查敲帮问顶临时支护架棚收尾。二、巷道开口施工方法1、开掘地点应选择顶板稳定、支护完好且避开地质构造带、压力集中区、顶板落区。开门

24、前，技术部门标定开门位置，标定中腰线，施工单位按中腰线施工。2、拉门前，必须首先指派专人详细检查施工人员行走范围及拉门口附近巷道围岩及支护情况，及时进行“敲帮问顶”工作，清除干净巷道帮、顶及拉门口处浮石伞檐，并对附近左右10米支护进行加固,用4米工字钢杠好抬门栌,安全后，方可进行拉门施工。3、拉门口处附近的风、水管、电缆等各种设备、设施移开保证运输、行人、通风。拉门口附近浮货、杂物各班及时清扫干净，确保环境卫生。4、开掘处要及时支护,缩小顶板暴露时间,若压力增大,应采用符合现场情况的特殊支护。开掘巷道施工,坚持浅打眼少装药放小炮或用手镐挖掘方法,尽量避免震动围岩或因放炮引起冒顶。二、正常施工方

25、法巷道布置在19#煤层中，掘进方式采用钻爆法，跟顶板留底煤方式,爆破作业震松煤体,手镐修整形。运输方式采用刮板运输机和皮带运输机运输，锚网支护板或工字钢棚子支护顶板。第二节 爆破作业 一、打眼工作11901运输巷掘进采用打眼放炮施工作业方式。钻眼机具：采用电煤钻打眼, 2米钻杆，孔径42mm。1、钻眼工作要求打眼工应按本作业规程中爆破说明书规定布置炮眼，将炮眼位置标定在迎面，并按规定的深度和角度打好炮眼。打眼前，必须检查钻机具完好，对工作地点煤岩壁、顶板、支护进行检查，待问题处理好后，方可作业。打眼作业由二人作业，一人操作电钻，一人领钎定位，禁止用手托钻杆，打眼工必须扎紧袖口、裤管，穿戴整齐。

26、有以下情况之一时，不准打眼或立即停止打眼，向上汇报并妥善处理、确认安全后方可继续打眼。（1）、工作面风流中瓦斯浓度达到1%时；（2）、响煤炮、瓦斯大量涌出等煤与瓦斯突出预兆时；（3）、发现煤层变暗、挂红、挂汗、水叫等透水预兆时；（4）、打眼时，突遇压力水从钻孔流出应立即停钻并不准抽出钻杆；（5）、工作面局部顶板来压，片帮严重；（6）、控顶距离超过规定或空顶作业；（7）、支护不全、不牢固或倒棚未处理。发生上述、项，如有情况紧急，还必须立即发出警报，撤出受威胁地点人员。二、爆破作业、煤岩基本情况1、11901回风巷布置在19#煤层中，19#煤层位于龙潭组（P3l）上部，属较稳定煤层，为井田内可采煤

27、层,煤层平均真厚度1.6m左右，结构简单。f：1，顶板岩性为灰色灰岩或泥质灰岩，底板岩性为粉砂质泥岩、泥岩。f：4。2、11901回风巷设计掘进长度100米，全煤巷；断面形状：直墙半圆拱形；掘进断面S掘=9.30m2。用途:11901采煤工作面回风、行人、运输。、炮眼布置基本要求 爆破后达到巷道成形爆破效果，减小欠挖和超挖，有利于巷道成形和支护工作，减小对巷道围岩破坏。爆破后工作面保持平直、整齐，不崩倒支架和损坏设备。炮眼利用率高，不出大块和二次爆破作业。、爆破器材1、爆破器材FB200型起爆器起爆。1.5mm2铜芯双线电缆为放炮母线。放炮母线最大长度700米，坚持分煤岩组装药，一组装药，一次

28、爆破。2、火工品矿用三级煤矿许用乳化炸药，药径32mm，0.2kg/筒。瞬发电雷管，不同厂家或不同品种电雷管不得掺混使用。、钻孔爆破综合参数选择1、炮眼直径D：药径32mm，钻头直径42mm。炮眼直径取值D=42mm。2、炮眼深度L：根据循环进度和巷道支护要求，炮眼深度取值L=1.5m。3、单位炸药消耗量Q ：根据围岩坚固性f=1（煤）、巷道掘进断面S掘=6m2, 查相关手册，单位炸药消耗量取值Q=0.45kg/m3。4、爆破参数爆破参数表参数值参数值岩体炮眼直径煤体炮眼直径 42mm岩体炮眼深度煤体炮眼深度1.5m岩体炮眼数目煤体炮眼数目10个岩体循环炸药消耗量煤体炸药消耗量3.4kg5、预

29、计爆破效果 预计爆破效果表炮眼利用率80 %每循环进尺1.2米每循环炸药消耗量3.4kg/循环每循环雷管消耗量10发/循环米炸药消耗量2.83kg/m米雷管消耗量8.33发/m三、爆破图表1、炮眼布置图（见图）2、装药结构图 3、爆破说明（见图）四、警戒范围和警戒1、警戒范围：11901运输巷2、站岗、启爆地点：11901运输巷防突风门以外30米处。第三节 装载和运输一、装载和运输方式1、煤炭的装载和运输：采用人工装煤，矿车运输。2、材料运输：人工运输到主斜井，利用绞车运输到+1250运输石门，人工运输到掘进工作面。二、运输设备配置序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离1刮板运输

30、机SZD420/22111901运输巷机头机尾打压柱2矿车0.75m310+1250运输石门345第四节 设备配置和管线敷设一、设备及工具配备设备及工具配备表序号设备工具名称规格型号单位数量备注1风钻YT-26型台3打锚杆孔2电煤钻ME-1.2台13探水、防突钻机ZDY-620型台14局部通风机FBD5.0/211台2备用5风筒500mmm4506瓦斯监控设备套17启爆器MFB-200台38风管27mmm3009防尘水管27mmm30010综保ZZ8L-4.0台111启动开关QBZ-120台412各类电缆13避灾硐室114电话台115激光指向仪台1二、各类管线铺设要求风筒：靠边顶悬挂，做到逢环

31、必挂，风筒出口离迎面不大于3米。风筒离底板高度不少于1.5米。风管、水管每3米一处用铁丝捆绑在支架腿子上，悬挂高度不少0.3米。各类电缆必须挂在电缆钩上，每钩挂一根电缆，电缆钩间距3米，高度不少于1.5米。放炮母线：井下爆破作业不得采用固定爆破母线，做到随挂随用，放炮母线不得与电缆、信号线挂在同一侧。三、管线参数管线参数表序号名称规格距迎面距离底板高度备注1风筒500mm3m12风管27mm20m0.53水管27mm20m0.54电缆5放炮母线1.5mm2铜心电缆第五章 主要生产系统第一节 供电系统一、用电设备配置用电设备负荷配置表设备（工具）名称设备（工具）型号单台功率配置台数探水钻ZDY-

32、620型7.5KW1台电煤钻MZZ-12型2.2KW1台1#监控分站四模四开1套局部扇风机FBD5.0/211211KW2台刮板运输机SZD420/2222KW1台二、供电系统1、局部通风机“三专”供电系统局部通风机电源:从中央变电所局部通风电源接线盒接入。矿用电缆: MY-350-400m；矿用开关: QBZ-120。局部通风供电整定电流计算结果: IA=200A局部通风供电实行双风机双电源、三专二闭锁供电。2、井下生产供电系统生产供电电源:从中央变电所生产供电电源接线盒接电缆: MY-350-400m馈电开关: QBZ系列。生产供电整定电流计算结果:IA=300A井下生产供电系统，接受1#

33、监控分站监控系统控制。监控分站电源从井下生产供电系统电源侧接入三、11901运输巷掘进工作面供电系统图第二节 掘进工作面通风设计一、掘进工作面通风方法11901运输巷掘进局部通风采用局部扇风机压入式通风，局扇最大送风距离700m。二、风量计算19#煤层布置运输巷时, 绝对瓦斯涌出量为1.25m3/min。1、按同时工作的最多人数计算：Q=4N=36 m3/minN-掘进工作面同时工作的最多人数92、按一次性使用的最大炸药量计算：Q=25A=253.4kg=85 m3/minA-掘进工作面一次爆破的最多炸药用量3.4kg3、按沼气涌出量计算：Q=100Q沼K掘=270m3/minQ沼-掘进工作面

34、的沼气绝对涌出量 取1.5 m3/minK掘-掘进工作面的通风系数，取1.84、按局扇的实际吸入风量计算：Q=Q扇k富= 300m3/minQ扇-局部扇风机的吸入风量（FBD5.0/215）取 220 m3/min Q富:富余系数 局扇装在新鲜风流中,考虑防止循环风K富取值1.345、按风速进行验算：40S掘Q掘15S掘经计算：2404.8=1152220154.4=66m3/min6、风量初定：Q=300m3/min三、风机的选型及风量确定用FBD5.0/215局部通风机, 800毫米的抗静电、阻燃型风筒供风，工作面需风量不小于Q=300m3/min,局扇处需风量不小于局扇最大吸入风量300

35、m3/min。局扇选用二台，一台运行，一台备用。局部通风实行双风机、双电源，做到自动倒台和三专二闭锁控制方式。四、通风系统示意图、通风路线新鲜风流:地面副斜井局扇泛风流： 11901运输巷掘进工作面11901运输巷+1250运输石门副斜井地面。、风机的安设地点说明:局扇及开关安装在副斜井地面。、掘进工作面通风系统图第三节 压风系统一、地面压风供应站设备名称型号主要参数数量备注空压机G110SKF-8110KW2储气罐2m32二、压风管路主管：副斜井铺设108mm钢管干管：铺设57mm钢管。支管：11901运输巷铺设27mm钢管。三、11901运输巷掘进工作面压风系统1、管路系统地面压风机副斜井

36、+1250运输石门11901运输巷掘进工作面。地面20米范围内采用皮管，未端供风压不少6大气压。2、压风自救系统（1）、压风自救系统安装位置和数量：11901运输巷压风自救系统安装：第一个位置距掘进工作面25m40m处，其他每隔50米安装一处。（2）、压风自救系统安设在井下压缩空气管路上，未端风压不少于六个压力。（3）、每组压风自系统一般供58个人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。（4）、压风自救系统利用地面空气压缩机供风设施和压风急救袋组成，急救袋连接压风管路上，选用ZY-J型压风自救系统。压风自救系统参数表型号压气源压力(Mpa)输出压力调节范围(Mpa)单个装置耗气量(

37、L/min)供气方式减压噪声(dB)操作方式ZY-J0.3-0.70.09150-200压风系统连接85手动操作3、11901运输巷掘进工作面防突反向风门外设置避难所。（1）、避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高不得低于2m，深度6米，巷宽2.5米，且避难所内支护保持良好，并设有与矿（井）调度室直通的电话。 、避难所内放置足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴； 、避难所内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。第四节 防尘消防和排水系统一、消防防尘系统、消

38、防防尘管路系统地面高位水池主斜井+1250运输石门11901运输巷掘进工作面。、防尘设施： 11901运输巷：巷道抬门口以内20米处设置一组防尘水幕；水幕应封闭巷道全断面，雾化效果好，水幕安装距巷道顶板不大于0.8m。11901运输巷每50米设置一个防尘三通，11901运输巷迎面20米内防尘水管采用皮管。掘进工作面做到定期冲洗巷道粉尘，放炮前后、装货前洒水防尘。运输转载点安装洒水防尘设施。、防爆设施1、辅助隔爆水棚设置位置11901运输巷设置辅助隔爆水袋一组，悬挂巷道抬门口以内20米处； 2、隔爆水棚的形式形式：被动式隔爆水棚，每个隔爆水棚由二个架设于巷道顶部充满水的水袋组成。水袋型号： GS404A。水袋尺寸：上平面570390mm，下平面510350mm，净高210mm。贮水量q： 40L3、水量计算与水袋布置（1）、总水量：LgS1200L式中：G总水量（L）；G=200L，每平方米巷道需水量（L/m2）S=6m2 巷道平均断面积（m2）。(2）、单架水袋棚水量每架，每个水袋容量为40L，则单架水袋棚水量为Gnmq80L式中：Gn: 每架水袋棚水量（L）；m=2 每水袋棚安装水袋数q=40L 每水袋贮水量(3）、水袋架数MG/Gn=1