风巷掘进作业规程.doc

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1、风巷掘进作业规程 审批意见同意按此规程执行，并补充如下意见：1. 掘进距80米防水线50米时，由地质部门编制专项防治水措施。2. 安装小绞车如底板为全煤时要打好绞车基础，用砼施工，水：水泥：黄沙=1：2：3。 绞车中线与轨道中线夹角不超过1.50，绞车前方安装防跑偏装置和安全防护装置。3. 按50米一组设置压风自救装置。4. 水泵（包括备用泵）每班设专人检查。 5. 为确保某矿风巷正常掘进，地测部门要根据1606采空区积水情况，及时制定疏水降压方案。6. 打锚索施工时，遇到锚索锚固范围内有煤层时，必须及时补打托棚对巷道进行加固。7. 某矿风巷跨-550m东翼北轨道石门及-550m东翼13煤回风

2、反上山时，必须编制跨巷道安全技术措施。8. 在某矿风巷内接2路108mm（4寸）排水管路，备用2台30Kw潜水泵，以便打钻探放1606采空区内积水。9. 巷道坡度超过70必须每隔40米在巷道下帮施工躲避硐室，规格同风巷绞车硐室目 录审批意见 2第一章概况 5第一节概述.5第二节编写依据.5第二章地面相对位置及地质情况 6第一节地面相对位置及邻近采掘情况.6第二节煤（岩）层赋存特征.6第三节地质构造.6第四节水文地质.7第三章：巷道布置及支护说明 7第一节巷道布置.7第二节矿压观测.8第三节支护设计要求.8第四节支护工艺.9第四章：施工工艺 11第一节施工方法.11第二节掘进方式.11第三节装载

3、与运输.13第四节设备及工具配备.13第五章：生产系统 .12第一节通风 13第二节 压风14第三节 供水14第四节 综合防尘14第五节 防灭火及隔爆14第六节 安全监控15第七节 供电15第八节 排水.15第九节 运输15第十节 照明、通信和信号16第六章：劳动组织及主要技术经济指标 16第一节劳动组织 .16第二节作业循环 .17第三节主要技术经济指标 .17第七章：安全技术措施 17第一节 一通三防17第二节 顶板18第三节 爆破 .19第四节 防治水 .21第五节 机电 .21第六节 运输 .24第七节 巷道拨门 .26第八节 防突及其它.26第八章：灾害应急措施及避灾路线31第一节

4、灾害应急措施 .31第二节 避灾路线 32附图巷道设计平（剖）面图（或示意图）地质平、剖面图（或综合柱状图）巷道支护断面图巷道临时支护平、剖面图炮眼布置三视图通风系统图安全监测系统图爆破警戒图供电系统图避灾路线图。第一节概述工程名称、用途及服务年限此工程名称是某矿工作面风巷，其作用主要是为某矿综采工作面回风和运输用。服务年限1年。二、工程概况1简要文字说明某矿风巷西起某矿专用回风上山，东到6煤80m防水煤柱线，设计水平长度为1724.2m，西块段沿6-1煤直接顶施工，东块段夹矸增厚，6-1煤分为两层，视夹矸厚度沿上层煤直接顶施工，施工方位角105。2工程概况表： 三、附：某矿风巷巷道布置及通风

5、系统平面示意图第二节编写依据设计文件某矿工作面巷道布置图，由新集二矿总工办设计，图号XHS-061034，比例1：2000，2006年9月25日批准。地质说明书1.名称：116108136108工作面掘进地质说明书，由新集二矿生产技术办提供。2.批准时间：2006年12月19日矿压资料由于某矿工作面位于E1808采空区下方，上部1606采空区，采动压力未完全稳定。风巷掘进期间，受采空区采动影响，且6-1煤顶板变化较大，预计矿压显现较明显。四、其它技术标准、规范1.煤矿安全规程（国家安全生产监督管理局于2004年11月3日发布，2005年1月1日起执行）。2.煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法

6、（试行）及执行说明（国家煤矿安全监察局于2004年2月23日以煤安监办字200424号文印发）。3.新集二矿安全技术操作规程，2004年7月下发执行。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掘情况一、地面位置 某矿工作面地面对应于05线09线之间的湖中岛、西肥河大坝和部分农田区。二、井下位置及四邻采掘情况 西起-550m东6煤皮带上山，东至6煤80m防水煤柱线，风巷距1606工作面（2006年8月回采完）15m，北部1610工作面未布置。工作面上方对应8煤的E1808（2002年回采），11-2煤的1102（2000年回采）、1104（2003年回采）工作面。第二节煤（岩）层赋

7、存特征一、煤（岩）层1.6-1煤：黑色亮煤为主，粉末碎块状，富含镜煤条带，厚度较稳定，工作面东块段6-1煤层普遍含有一层夹矸，夹矸厚00.7m，由西向东夹矸逐渐增厚。工作面西块段，当6-1煤层夹矸厚度大于0.7m时，煤层分岔，上层煤定为6-1煤上煤层，6-1上和6-1煤之间的夹矸岩性主要为深灰色的泥岩，厚度范围在0.83.4m，一般为2.1m左右，07线位置厚3.42.0m，08线往东厚0.81.6m。2.直接顶：泥岩，厚度2.26.2m，平均4.4m，灰灰黑色，泥质结构，向东逐渐转化成砂质泥岩结构，局部夹粉砂条带。3.直接底：粉砂岩、细砂岩，厚度2.57.5m，平均5.0m，粉砂岩、，薄中厚

8、层状，局部夹有细砂岩。泥岩、灰色，薄层状，泥质结构，局部夹泥质薄层及一条薄煤线。4.老底: 粉砂岩、细砂岩，厚度8.816.2m，平均12.5m，浅灰灰色，薄中厚层状，以石英、长石为主，局部夹粉砂质薄层，水平层理。5.瓦斯：5.924cm3/g可燃物（据0501钻孔资料）。6.煤尘具有爆炸性。7.6-1煤有自然发火危险，发火期为36个月，属较易自燃煤层。8.地温：本片为地温异常区，平均地温梯度3.4百米，工作面煤体原始温度33。9.普氏硬度（f）：煤层0.65，夹矸2.5，直接顶2.5，直接底4.5。二、综合柱状图附后。第三节地质构造概述：某矿工作面为总体上呈倾向北、走向近东西的单斜构造，煤层

9、倾角在412之间，工作面内煤层平均倾角8左右。由于受井田区域构造的影响，工作面断层、褶曲及裂隙较发育，局部顶板破碎，煤层厚度及产状有一定的变化，对采掘有一定的影响。预计某矿工作面风巷分别掘进到：1）360 m时揭露物F6106-2正断层，倾向165，倾角25，落差3.0m。 2）364 m时揭露物F6106-3正断层，倾向170，倾角45，落差2.3m。 3）1080 m时揭露物F6106-4逆断层，倾向165，倾角10-20，落差0.6m。 4）1300 m时揭露物F6106-5正断层，倾向150，倾角35，落差4.2m。 第四节 水文地质 本工作面位于E1808采空区下方，但由于采空区下距

10、6-1煤平均41m左右，因此采空区水对某矿面掘进一般不会造成大的影响，但在掘进过程中须对水体进行探放。6-1煤顶板砂岩平均厚13m，裂隙不发育，富水性弱。预计掘进过程中揭露顶板裂隙发育处或断层处，会出现淋、滴水现象。预计风巷切眼位置接近80 m防水煤柱，应防夹片地层水的危害。巷道部分地段淋水现象较严重,巷道低洼处挖水池，并设泵排水。由于风巷距1606（2006年8月回采）工作面较近，净垛距仅10米，因此，1606采空区水是某矿风巷掘进的一大隐患，在掘进过程中须提前探放1606采空区积水，疏水降压，方可继续掘进。并为以后工作面安全回采提供保障。 第三章 巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布

11、置 1.巷道布置在6-1煤中。 2.施工方位角105。 3.开口位置在某矿专用回风上山东帮与某矿风巷联巷交叉处。二、巷道断面形状及断面尺寸 (见附图) 1.锚网索支护：矩形断面,设计尺寸为：净宽4.2m，净高2.8m，净断面11.76m。掘宽4.4m，掘高2.9m，掘进断面12.85m。由于施工期间考虑侧压影响，施工时可以按分中放大150mm施工。 2.架棚支护：梯形断面，设计尺寸为：下底净宽4.7m，上净宽3.4m，净高2.8m，净断面11.34m2。下底掘宽5.04m，上掘宽3.7m，掘高2.97m，掘进断面13.02m2。由于施工期间考虑侧压影响，施工时棚腿下底净宽可以按分中放大100m

12、m施工。 3.风管、供水管、排水管挂在上帮，标准为： 3.1最下面管子距巷道底板高度为1.8m，每隔4打一根帮部锚杆进行固定，采用抱箍方式吊挂，或者管接头两端100处用8#铁线双股吊挂。最小的管子在上面，最大在下面，管子的间距为150。 3.2所有的管路，每隔100设一管标，管标采用白底红字，内容为用途、规格型号。 3.3所有的管路进行一次油漆防腐，供水管子表面刷绿色漆；供风管子表面漆黄色漆，排水管子表面漆黑色防腐漆。 4.电缆吊挂下帮，标准： 4.1最下一根距底板不低于1.8，电缆钩必须有5个以上钩头，钩头间距为1.0。 4.2电缆钩内电缆的排列顺序为：由下而上为高压电缆到低压电缆，不得交叉

13、，高压电缆与低压电缆间距不小于100。 4.3各种小型电缆采用特制电缆钩平行吊挂，不得交叉、捆扎吊挂。 5.风筒吊在上帮距离顶板约300mm的距离，要求尽量平直、逢环必挂。 附：锚网支护断面图、架棚支护断面图 第二节 矿压监测一、观测内容 锚网支护时，每隔50m设一顶板离层监测仪；每3050m 巷道做一组锚杆、锚索抗拔力试验。二、观测及抽查方法 1.离层仪安装时，先用锚索机打一个6m深的孔，用安装导杆安装6m的细筒，再用导杆安装2m的粗筒，最后安装托盘。粗筒以托盘为参照物读数，即内离层量，细筒以粗筒为参照物读数，即外离层量。内离与外离之和即为总离层量。6-1煤顶板离层临界值为：内离量1216m

14、m，外离量1420mm，总离量2636mm，如内、外离层量之一达到临界值时，必须及时对巷道采取加固措施。 2.设一组锚杆、锚索抗拔力试验时，只要有一根锚杆或锚索的锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，必须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆或锚索前后30m巷道重新支护，直至抽查合格为止。必要时采取套棚、打托棚等特殊支护方法加固顶板。第三节 支护设计要求支护形式 根据巷道围岩性质，充分利用矿压观测资料，依据施工现场实际情况选择科学的支护设计，确定巷道支护形式。巷道断面设计：在顶板完整的情况下采用斜梯形断面、锚网索支护，在顶板破碎地点采用梯形断面、架棚支护。过地质构造带或顶

15、帮来压显著时，在原有的支护形式下套工字钢棚或增打托棚。支护材料 1、锚网支护材料：顶部选用20mm2200mm的全螺纹钢等强锚杆，120mm120mm10mm窝形托板，帮部选用18mm2000mm普通全锚锚杆，100mm100mm8mm窝形托板；钢带选用d12mm圆钢焊制的H型钢带；锚网为4mm钢筋焊制的1000mm1000mm钢筋锚网；正常情况下锚索选用直径15.24mm、长为6.3m的钢绞线锚索，当锚索不能锚固到坚固岩层中时，合理加长锚索，最长不超过9.3m，选用300mm300mm10mm、150mm150mm10mm锚索托板；锚固剂选用Z2360型或Z2850型树脂锚固剂；折帮显著时可

16、选用300mm200mm50mm木托板配合锚杆托板进行护帮。 2、架棚支护材料：选用梁长腿长3.65m3.15m矿用12#工字钢棚，直径3040mm、长度700800mm的搪材棍，笆片，铁拉勾，木撑子，木刹等。 3、加强支护材料：选用长度3.0m，直径不小于200mm的圆木托棚腿和4/5圆木托棚梁。支护参数 根据某矿工作面设计以及采用工程类比法，参照1606工作面风机巷支护参数： 1、锚网索支护：顶板布置6根202200mm等强锚杆，帮部布置8根182000mm普通全锚锚杆，上帮5根，下帮3根，当顶板倾角小于6时，两帮锚杆均按4根布置。锚杆排距均为750mm，间距顶板和下帮为800 mm，上帮

17、为700mm；锚索按双排三花型布置，间排距30001500mm，如锚索锚固端在煤体中，应及时加长锚索，直至锚固端锚固在坚硬实体岩层中。 但锚索最长不超过9.3米。2.架棚支护：架12#矿用工字钢梯形棚，棚距500 mm，顶帮压力大时架对棚，对棚棚距600mm。第四节支护工艺临时支护 1.临时支护的选择 锚网支护：采用可伸缩式油压安全带帽点柱或圆木带帽点柱进行临时支护；架棚支护：采用金属前探梁作临时支护。 2.临时支护的施工工艺 2.1锚网加锚索支护：即掘进后先进行敲帮问顶，找尽危岩浮矸，然后铺好顶部锚网，及时将戴帽点柱打在迎头空顶下，正常情况下最大控顶距不超过二排锚杆，即1.7米。如顶板不太好

18、，最大控顶距不超过一排锚杆，即0.95米。 2.2架棚支护断面：掘进后先进行敲帮问顶，找尽危岩浮矸，后进入迎头及时将前探梁窜到迎头空顶下，其上方及时过上棚梁、接顶，以起临时支护作用。其最大控顶距不超过二棚，即1.2米。在顶板漏顶、掉顶的情况下,控顶距不超过0.6米。 3.临时支护的质量要求 3.1锚网支护：点柱必须打在硬底上，底板松软时应穿木鞋，确保牢固可靠。柱帽选用1.01.2m长的方木（或木轨枕），厚度不少于100mm；点柱选用可伸缩式油压安全点柱，柱体选用2寸钢管和1寸半钢管插接，有效支撑高度不低于2.6m，工作阻力不小于30KN，也可用长2000mm直径200mm以上的圆木点柱。点柱要

19、垂直顶板打。正常情况下柱帽垂直巷道走向布置，顶板不规整时柱帽方向可作适当调整，一柱一帽为一组，每次使用两组。打带帽点柱前必须先进行敲帮问顶，并检查点柱完好状况，损坏的点柱或构件要及时修理或更换。顶板永久支护完成后，才能拆除带帽点柱。 3.2架棚支护：采用金属前探梁做临时支护，前探梁选用两根22kg/m轨道， 每根前探梁长度4m，用三道锚链锁固在棚梁上，最迎头的棚梁不得作为前探梁的生根点。前探梁与锚链间用木楔楔紧，防止滑动，如超过10的上下山施工时，前探梁要用铁丝与后面的永久支护连接牢固。窜前探梁前必须先进行敲帮问顶。施工人员站在有支护处作业，用笆片、搪材对前探梁上方的棚梁顶板进行支护。永久支护

20、 1.架棚支护： 安全检查窜前探梁上棚梁搪材、笆片过顶刷帮挖棚腿窝栽棚腿腰帮。 2.锚网支护： 1.1锚网支护：安全检查钻顶板锚杆孔装树脂药卷搅拌并及时打顶板锚杆加锚杆托板上紧镙丝刷帮出货打帮部锚杆。 1.2锚索支护：安全检查准备钻锚索孔装树脂药卷搅拌锚索上托板加压。 3.永久支护的技术、质量要求 1 .锚网索支护： 1.1巷道设计分中净宽为2.1m，考虑侧压影响分中可放大150mm，允许误差0150mm，在煤层松软、遇构造片帮等情况，须首先施工护帮锚杆。对于片帮严重处，可靠帮施工一路一梁三柱托棚加强支护。设计净高为2.8m，允许误差050mm。 1.2顶部采用202200mm的全锚螺纹钢等强

21、锚杆，帮部用182000mm全锚普通锚杆。顶帮部锚杆铁托板规格为120mm120mm8mm窝形托板。顶帮锚杆眼深分别为2100mm、1900mm。钢带采用H型普通钢带，用12mm圆钢焊制成，钢筋锚网规格为1000mm1000mm。正常情况下，帮锚杆滞后顶板锚杆不超过6排。如帮部侧压大，有片帮时，帮锚杆滞后顶板锚杆不超过4排。 1.3锚杆排距750mm,间距顶板800，上帮700，下帮800。允许误差100mm。 1.4 相邻锚网之间采用插接方式进行搭接。搭接处每隔200 mm用14#铁丝双股绑扎。或者在打前一排锚杆时，提前将后排的锚网压接好。钢带与钢带、锚网与锚网搭接长度不小于100mm，钢带

22、必须压在锚网搭接处。钢带搭接处必须用打锚杆固定。 1.5 锚杆外露长度：露出螺帽10mm30mm，锚杆与巷道轮廓线或岩面垂直，其夹角不小于75。托板要紧贴岩面，螺帽要上紧。 1.6顶板等强锚杆施工时，采用27mm钻头、锚索机打眼，顶帮锚杆每眼配2卷Z2360型树脂药卷。顶板树脂药卷用锚索机搅拌，搅拌时间为3045S，待10分钟树脂凝固后，再用锚索机旋进螺帽。帮部用风煤钻打眼，27mm钻头、麻花钻杆，每眼配2卷Z2360型树脂药卷。搅拌时间为3045S，待10分钟树脂凝固后，用锚索机拧紧螺帽。顶部锚杆锚固力不小于100KN/根，帮部锚杆锚固力不小于50KN/根。 1.7 锚索采用直径为15.24

23、mm、长为6.3m的钢绞线施工。如锚索锚固端在煤体中，应及时加长锚索；顶板锚索按双排三花眼布置，单排锚索间距3000mm，每排距巷中750mm。 1.8 施工后的锚索外露长度不小于200mm，不大于300mm。 1.9施工锚索时采用锚索机配合27mm钻头打锚索孔，正常情况下孔深6米，当锚索不能锚固到坚固岩层中时，合理加长锚索，最长不超过9.3m，孔深9米,每个锚索孔采用3卷Z2360型树脂药卷，用锚索机充分搅拌3045s，待半小时后，将锚索托板及锚具套在锚索上，采用YCD-180-1型液压千斤顶加压，使托板紧贴岩面，施工锚索加压时，油泵压力达2733Mpa,确保锚索预紧力在80-100KN之间

24、。 1.10锚索托板采用正方形钢板加工而成，大托板规格为300mm300mm10mm，小托板规格为15015010mm，采用两块托板叠加使用，大的在上，小的在下。 1.11 锚索正常情况下滞后迎头15米，在顶板较破碎时紧跟迎头。 1.12锚网支护时，当煤帮片帮深度超过300mm时，必须先贴帮进行锚网支护（可不要钢带），再按设计尺寸、永久支护的要求进行永久支护，即采用双层支护方式，两层支护间严密填实，锚杆螺母必须拧紧，螺母扭矩达100N.m。 2. 架棚支护： 2.1 设计：净高为2.8米，允许偏差为050mm。上净宽为3.4m，下净宽为4.7，考虑侧压影响分中可放大150mm。分中允许偏差0-

25、50mm。 2.2架棚规格为梁*腿3.653.15工字钢棚，搪材笆片腰帮过顶，每棚用4道拉勾連成一体。超过10上山施工，每棚增加5道木撑子，棚梁两端及中间各一道，棚腿两帮拉勾处各一道。且木撑子要有劲，并打成一条直线。肩窝必须接实，凡有空隙处用木楔刹紧。 2.3棚距为500mm。允许误差100mm。 2.4棚梁两端水平度允许误差不大于40mm，棚腿要求明暗一致。 2.5水平巷道棚子前倾后仰不得超过10，倾斜巷道棚子迎山角为巷道坡度的1/61/8，允许偏差1，不得退山。 2.6搪材笆片腰帮背顶时，每棚用笆片6片。搪材30组，每组2根并用，间距300mm，顶上用12组，帮部用9组。搪材长为800mm

26、，直径不小于30mm，无腐朽。 2.7顶和帮必须背实，有空隙处必须用半圆木或板皮、三棱木接实。巷道（围岩）加固措施 1. 锚网支护：顶板较破碎处可增加十字钢带加强支护。视顶板破碎程度不同可增加托棚或套棚加强支护，套棚规格采用3.65m3.15m工字钢棚，棚距500mm；一梁三柱托棚加强支护，托棚施工在巷中偏上帮450，托棚梁采用直径不小于200mm、4/5圆木，腿采用直径不小于200mm的圆木，梁长3.0m，腿长3m。套单棚不能满足需要时套对棚，对棚棚距0.6。2. 架棚支护：顶板压力大处架对棚及打一梁三柱托棚支护（规格同上），对棚棚距0.6。后附：巷道支护断面图 巷道临时支护平、剖面图第四章

27、：施工工艺第一节施工方法一、施工顺序 综掘机掘进出货临时支护永久支护、够打锚索位置打锚索、清理钉道管线安装吊挂 爆破掘进出货临时支护永久支护、够打锚索位置打锚索、清理钉道管线安装吊挂 二、施工方法 1.正常施工方法 1.1掘进方案：按地测部门给的中线，西块段沿6-1煤直接顶掘进施工，东块段沿6-1上层煤直接顶施工。 1.2掘进方式：某矿风巷采用综掘机、风搞、手镐配合掘进，遇构造综掘机不能掘进时采用放炮掘进，刮板机、皮带机联合运输，多工序平行、交叉作业，一次成巷的施工方法。 2.拨门施工方法 拨门施工，因某矿风巷拨门处为锚网支护，可施工锚索吊梁对顶板进行加固处理，故可直接拨门，拨门后，须将上帮拐

28、角处用横向钢带及锚网包好。 3.过断层破碎带施工方法 3.1过断层破碎带，如综掘机不能破岩时，必须采用放炮作业。 3.2采用边掘边探的方法探明断层的产状，视断层的性质及落差情况找煤。3.3工作面见断层后，应视断层产状适当挑顶或破底，使巷道尽量少托顶煤或破顶掘进，应趁匀巷道度数；如前方煤在上方，则从迎头向后退5米，挑顶；如前方煤在下方，则从迎头向后退5米，卧底。上下山坡度控制不超过15度。断层落差大于1.5米时，另编制过断层专项安全技术措施。第二节 掘进方式一、机掘施工 1、设备配备及布置 工作面配备一台EBJ-120型综掘机掘进，布置在迎头，经转载皮带向后面的皮带机出货。 1锚网索支护： 锚网

29、支护：安全检查综掘机掘进、出货 安全检查临时支护 打顶板锚杆刷帮出货打两帮锚杆。 锚索支护：安全检查准备钻孔搅拌锚索上托板加压(滞后迎头515m平行作业) 2架棚支护：安全检查综掘机掘进、出货安全检查临时支护（窜前探梁，上棚梁，过顶）刷帮、栽棚腿腰帮。 3.截割方式 沿巷道中心线分两步截割，第一步截割中线东帮，第一刀从上向下沿“S”型路线来回截割，第二刀从上向下刷直煤帮，然后将底板扫平；第二步截割中线西帮，方法同上。当顶板破碎时，可在第一步割煤完成后，先对顶板进行支护，然后再进行第二步割煤工序。附：综掘机截割线路图二、炮掘施工（一）、凿岩设备及工器具配备MQT110型气动锚索钻机，7655型凿

30、岩机，风镐，手镐，铁锤，铁锹，风煤钻等。（二）、工艺流程 1.锚网索支护： 锚网支护：安全检查延刮板机打眼装药、联线放炮安全检查出货 安全检查临时支护 打顶板锚杆刷帮出货打帮锚杆。 锚索支护：安全检查准备钻孔搅拌锚索上托板加压(滞后迎头515m平行作业) 2.架棚支护： 安全检查延刮板机打眼装药、联线放炮安全检查临时支护刷帮出货栽棚腿腰帮。（三）、炮眼布置1.爆破条件 炸药种类 矿用三级含水乳胶炸药 掘进断面 锚网支护 12.85m2 架棚支护 13.02m2雷管型号 毫秒延期电雷管 循环进度 锚网支护 1.5m 架棚支护 1.0m2.炮眼布置 附：炮眼布置三视图3.附：爆破说明书第三节 装载

31、与运输 某矿风巷采用综掘机自动装载，辅助人工采用铁锹清理出货。在某矿风巷内依次安装两部SSJ800型胶带运输机，每部长900m，某矿风巷联巷内安装一部90m长的SGB-420型刮板运输机，然后转载到东翼6煤轨道上山胶带机出货系统至主井煤仓。第五章：生产系统第一节 通风一、通风方式 通风方式为压入式。二、通风系统 1.通风设施：230KW对旋式局部通风机、700mm和800mm抗静电阻燃软质风筒。 2.通风路线 新风：地面副井-550进风石门-550东大巷-550东翼6煤下车场（后期一路：地面-450副井口-461集运巷6煤东翼集运巷）6煤东翼轨道上山局扇风筒某矿风巷联巷某矿风巷迎头。 乏风：某

32、矿风巷迎头某矿风巷某矿专用回风上山1606专用回风上山-450m东翼回风石门-450东大巷风井地面。 附：通风系统示意图 风量计算及验算1.风量计算： A、按瓦斯涌出量计：Q100*q*k=100*0.75*2 =150m3/min。式中q为工作面瓦斯绝对涌出量：0.75 m3/min，k为工作面瓦斯涌出不均衡系数取2。 B、按人数计算：Q=4N=4*58232 m3/min。式中N为工作面同时最多人数,，取58人。 C、按炸药消耗量计算：Q=500A/t=500*9.6/16300 m3/min。 A为一次爆破最大装药量，9.6Kg,t为放炮后等待时间，16min。2.验算：按最大、最小允许

33、风速验算 最小允许风量：Q60*0.25*S1=15*11.76=176.4 m3/min； 最大允许风量： Q60*4*S2=240*11.3=2712 m3/min式中S1为巷道最大净断面，取11.76m2。S2为最小净断面取11.3 m2。通过以上计算、验算可知，某矿风巷施工期间选择供风量应不小于300 m3/min。四、风机选型及安装 已知230KW对旋局扇：供风距离在1500m2000m内，其供风量为320200 m/min。供风距离在1000m1500m内，其供风量为400260 m/min。 而某矿风巷最长供风距离为1850m。通过以上计算：某矿风巷施工1000米以前,选用一台2

34、30KW对旋局扇供风就能满足要求。但施工1000米以后，考虑风阻、漏风、巷道温度等，实际供风量不能满足要求，要加一路一台230KW对旋局扇供风，局扇均设在6煤东翼轨道上山内新鲜风流中。风筒选用700mm（考虑风压前300米为800mm）的抗静电阻燃风筒。第二节 压风 1.风源：地面压风机房。 2.压风方式；地面机房通过活塞式或螺杆式空气压缩机，经过管径219mm主供风管及风水分离器等辅助系统，到某矿工作面风巷分供风管，向迎头供压风。 3.管径、风压：某矿风巷采用4吋供风管。到迎头风压要求不低于4.5MPa。 4.压风路线：地面压风机房副井-550m轨道石门-550东大巷-550东翼6煤下车场6

35、煤东翼轨道上山某矿风巷联巷某矿风巷迎头。第三节 某矿风巷掘进作业规程 作者：佚名 文章来源：本站原创 点击数：749 更新时间：2010-11-20 - p; 供水 1.水源：-450m清水泵房。 2.供水方式； 通过水仓自然水位高差，经过主供水管道和分供水管道，由高水位向低水位供水。 3.管径、水压：采用4吋供水管。到迎头水压要求不低于4MPa。 4.供水路线：-450m清水泵房副井-550m轨道石门-550东大巷-550东翼6煤下车场6煤东翼轨道上山某矿风巷联巷某矿风巷迎头。第四节 综合防尘及隔爆 1.文字说明 某矿风巷采用4吋防尘供水管路系统，在施工地点回风侧30m巷道内设置三道覆盖全断

36、面的喷雾，每道喷雾间距为35m，各转载点设置喷雾头，综掘机落煤、放炮前、后及出货时喷雾打开，无尘时关闭。随着巷道向前掘进，每50m设一处风水闸阀以便于洒水。在掘巷道每圆班要洒水灭尘一次，迎头向后50m内及转载点前后20m内每小班要洒水一次。距迎头60200m设一组隔爆水棚，总装水量应确保不小于200L/m2。施工人员必须戴好防尘口罩，做好个体防护。 2.附图 附：某矿风巷防尘系统示意图第五节 防灭火 1.防灭火消防供水系统：防尘供水管路兼作消防供水管路，各转载点尤其皮带头装备供水三通。 2.防灭火器材及存放: 每处防灭火器材主要有灭火器2台、沙箱一个、黄沙0.3m3、铲子2把等。存放在各转载点

37、皮带头、机电设备硐室。 第六节 安全监控 1.监控装置的安装地点、数量及相关瓦斯浓度规定： 甲烷传感器电缆悬挂在电缆钩上，距动力电缆不小于100mm。 T1探头悬挂在距迎头35m范围内，距顶板300mm，距帮200mm。T2探头悬挂在某矿风巷拨门口向内距某矿专用回风上山1015m处。 洒水灭尘时，必须妥善保护好甲烷传感器。 断电点及复电、报警点的瓦斯浓度：T1断电点1.3%，报警点0.8%，复电点0.8%；T2断电点0.8%，报警点0.8%，复电点0.8%；T1、T2断电范围：某矿风巷、联巷及其回风巷内所有非本质安全型的电器设备（包括电缆），断电后必须待瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可人工复电

38、。 2.监控系统路线布置 监测路线：某矿风巷迎头探头T1及某矿风巷拨门口探头T2东翼6煤轨道上山东翼6煤下部车场-550m东大巷-550m轨道石门副井地面监测主机。 附：某矿风巷监控系统示意图第七节 供电 1.供电路线：地面35KV变电所-550m进风石门-550m中央变电所-550东大巷-550东翼6煤下车场某矿机巷联巷移动变电站某矿风巷联巷、某矿风巷各种机电设备。 2.供电方式：采用移动变电站供电。 3.电压等级：660V、127V。 附：某矿风巷供电系统图第八节 排水 1某矿风巷内设置二路（探放1606老塘水加设一路）4吋排水管路，排水管距迎头不超过50m，风巷低洼处设水泱，用电泵或风泵

39、排水。 2排水路线：某矿风巷某矿风巷联巷6煤东翼轨道上山-550东翼6煤下车场排水沟-550东大巷550m中央泵房地面。第九节 运输1.运料系统： 某矿风巷及联巷内铺设22kg/m轨道，轨距600mm，轨枕间距700mm。 生产支护材料及机电材料等使用1吨矿车、叉车运输，-550运输大巷内用电瓶车牵引，进入-550东翼6煤下车场后，经6煤东翼轨道上山25KW绞车运至某矿风巷联巷，然后经11.4KW对拉绞车运至某矿风巷料场。 路线：地面副井550m副井口550m进风石门-550东大巷-550东翼6煤下车场6煤东翼轨道上山某矿风巷联巷某矿风巷料场迎头。 2.运煤（矸）系统： 迎头煤矸通过EBJ-1

40、20综掘机铲板耙爪，直接耙到综掘机自带刮板运输机，通过SSJ-800型胶带运输机和SGB-420型刮板运输机运到煤仓。某矿风巷内随工作面推进依次安装两部胶带运输机，某矿风巷联巷内安装一部刮板运输机，再到6煤东翼轨道上山内胶带运输机。 路线：迎头某矿风巷某矿风巷联巷6煤东翼轨道上山-450m东翼6煤集运巷6煤出煤联巷主井煤仓主井地面。第十节 照明、通信和信号一、照明 在某矿风巷联巷、某矿风巷各装载点、设备机头硐室、绞车硐室安装照明设施，配20W防爆日光灯，照明在常开状态。综掘机运行时使用好前后照明灯。二、通讯 1.设施、位置：在某矿风巷迎头向后50m内安装一部直通调度室的防爆电话。 2.通讯路线

41、： 矿调度室主机地面副井550m副井口550m进风石门-550东大巷-550东翼6煤下车场6煤东翼轨道上山某矿风巷联巷某矿风巷迎头。三、信号 电绞、皮带机、刮板运输机等设备信号全部采用矿用隔爆型声、光信号装置，应确保这些设备安全、可靠运行。 使用ELP4-4型照明综保集中控制。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织 作业制度 1.作业制度：采用“三、八”制作业。二、劳动组织图表“三、八”制第七章：安全技术措施第一节一通三防 1通风管理措施 （1）局扇要有专人看管，风筒吊挂要平、直，逢环必挂，迎头风筒不落地，风筒距迎头全岩断面不超过10m，半煤岩巷道不超过8m，煤巷不超过5m。风筒破口

42、要及时修补。 （2）施工作业人员应爱护局扇、风筒等通风设施。 （3）局部通风机必须指定专人负责管理，保证正常运转，局部通风机必须装有风电闭锁，掘进工作面的电器设备实现瓦斯电和风电闭锁。 （4）不准随意停局扇，因检修、停电等原因停局扇时，必须撤出人员，切断电源。 （5）安设局部通风机时，通风机吊挂高度离底板应大于0.3m。 （6）局部通风机应实行“三专供电”即专用变压器、专用开关、专用线路。 （7）严禁在无风或微风下作业。 2瓦斯管理措施 （1）工作面回风巷风流中瓦斯浓度0.8%或二氧化碳浓度1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员。等通风区采取措施处理，瓦斯浓度小于0.8%或二氧化碳浓度小于1.5%时才许进入工作面。 （2）加强局部通风，风筒吊挂以及距迎头的距离必须符合规程的要求，防止瓦斯积聚，当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。 （3）局部通风机因故停止运转，在恢复通风前必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不