21瓦斯抽采回风巷掘进作业规程(新).doc

盘县恒阳工贸有限公司祥兴煤矿隐患预排查：1、掘进过程中易误穿煤层；2、本巷靠近姚家沟老主井，加强水患探测排查；3、开口时应对开口点处用2500mm锚杆进行锁梁加固。 4、开工前，认真检查绞车润滑、液压制动系统、地滚、钢丝绳情况。5、开工前，认真检查挡车器、阻车器等安全设施的检查。 6、人员在入井、升井过程中严禁蹬爬车。 处置措施：1、巷道开工前，必须按照巷道设计走向进行物探，钻探验证。彻底排查巷道前方80米范围内，水患，煤层情况。并保留30米超前距离，严禁超掘。 2、严格按照“四位一体”综合防突措施执行，做好揭煤及防突工作。3、在提升运输时必须做到“三好”、“四有”、“二落实”。“三好”：绞车设备完好、巷道支护质量好、轨道道岔质量好；“四有”：有可靠地防跑车和跑车防护装置、有地滚、有信号和躲避硐室，有声光兼备报警装置；“二落实”：岗位责任落实、检查维修制度落实。4、绞车司机必须做到“五不开”即：绞车不完好不开、钢丝绳不合格不开、安全设施及信号设施不齐全不开、超挂车不开、信号不清不开5、加入入井检查、监管，职工的培训教育工作，说明蹬爬车现象的危害。目录第一部分 编制概要4第一节 编制要求4第二部分 规程编制6第一章 概况6第一节 21瓦斯抽采回风巷特征表6第二节 编写依据7第二章 地质开采及水文地质情况7第一节 地面相对位置及水文地质情况7第三章 巷道布置及支护说明9第一节 巷道布置9第二节 支护设计9第三节 支护工艺9第四章 掘进施工工艺10第一节 施工方法10第三节 凿岩方式11第四节 爆破作业11第五节 装载运输13第六节 管线布置13第七节 机电设备配备13第五章 掘进辅助系统14第一节 通风系统14第二节 压风系统18第三节 供、排水系统19第四节 安全监测系统19第五节 供电系统20第六节 运输系统20第七节 避灾路线22第八节 工程质量管理22第六章 巷道施工安全技术措施23第一节 施工准备23第二节 支护23第三节 操作风动锚杆钻机24第四节 钻 眼25第五节“一通三防”管理26第六节 顶板管理29第七节 装药、连线、放炮30第八节 使用固定爆破母线33第九节 防治水管理33第十节 过断层、裂隙、破碎带及防止冒顶34第十一节 提升运输35第十二节 机电管理36第七章 灾害应急措施及避灾路线36第一节 灾害应急措施36第二节 避灾线路38第八章 劳动组织与主要技术经济指标39第一节 劳动组织39第二节 循环作业40第三节 主要技术经济指标40第九章 图纸部分41第一部分 编制概要第1节 编制要求一、巷道施工要求(一)21瓦斯抽采回风巷作为60万吨/年新井二采区首采工作面瓦斯治理巷，井巷设计长度366.5m，采用钻爆法施工。(二)巷道位于祥兴煤矿姚家沟（现二采区）范围内，不定坡度，顺6#煤层顶板指定煤岩层进行施工。(三)相关部门提供的图纸有，井上下对照图、60万吨/年初步设计、西冲祥兴煤矿资源储量核实报告、地质地形图、水文地质图。二、此作业规程附有以下图纸(一)巷道布置平面图、剖面图。(二)地层综合柱状图。(三)地质平面图、剖面图。(四)巷道支护断面图。(五)临时支护平面图、剖面图。(六) 设备布置示意图，供电系统示意图。(七) 炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。(八) 通风系统示意图。(九) 运输系统、排水系统、防尘系统示意图。(十) 抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。(十一) 避灾路线示意图。三、巷道布置原则此巷道在设计布置时充分考虑了工业广场、水文地质、经济等因素，并以安全、经济为原则来进行施工布置。四、掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号五、相关内容规定煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，在作业规程或施工措施中已明确规定。六、其它专项安全技术措施编制要求(一)专项安全投术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。(二)编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件;要使安全技术专项措施符合工程设计文件的规定。(三)出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施并报矿总工程师进行审核。1施工过程中突然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等;2遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区;3施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层;4在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全;5施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符;6作业规程有关规定不具体或末包括的内容;7其他可能受到危害或威胁的施工现场。(四)安全技术专项措施编制的内容:1施工方法、工艺、工序安排等;2支护方式和支护材料;3生产系统与原规程不同的，在措施中说明;4工程的规格尺寸等，要有附图;5其他与措施有关的内容。七、预防瓦斯突出专项安全技术措施（另行编制区域和局部防突措施，并包括以下内容）(一)煤与瓦斯突出的预兆。(二)防突措施的选定。(三)注水措施技术参数。(四)预测指标和临界值的选定。(五)预测方法。(六)操作要求。(七)安全防护措施及防止灾害扩大的措施。九、出现下列情况之一时必须重新编写作业规程(一)地质条件和围岩有较大变化。(二)改变了原巷道规格和支护形式。(三)改变了原施工工艺和主要工序安排。(四)原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。 第二部分 规程编制第1章 概况 根据祥兴煤矿60万吨/年初步设计中21抽采会风巷设计断面为8.0（下净宽3.0m，净高3.0m的半圆拱锚网喷），我矿目前断面为6.5（下净宽2.8m，净高2.6m的半圆拱锚网支护），采用定向施工，皮带占用1.4m宽后无法安装瓦斯管路（安全专篇中瓦斯管径为325mm），如安装150mm管径抽放管以后还需拆除再安装，增加工程量与费用。目前21瓦斯抽采回风巷均未超过70m，经矿研究建议往后施工断面变更为7.22（下净宽3.2m，净高2.6m的半圆拱巷道）。特对本作业规程进行复新修改装订。第一节 21瓦斯抽采回风巷特征表1、主要工程概况序号井筒特征井筒名称总工程量（m）21瓦斯抽采回风巷366.51巷道用途煤层瓦斯抽放、通风、管线敷设及行人2煤层编号顺层3开口坐标经距（x）X:2849540.419纬距（y）Y:5456199.5264方位角(0 ”)自由巷5井筒坡度 (0 ”)6开口标高（m）+1550.7947水平标高（m）+15508最终水平（m）+15509井筒形状半圆服务年限（a）510井筒宽度（m）净 宽3.2净高2.611支护形式锚网腰线高（m）1.212井筒断面（m2）净断面7.22m2掘进断面7.22m213锚网厚度(mm)材 料锚杆、10#铁丝网、锚固剂二、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题 在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大的时候立即汇报矿总工程师，采取其它加固措施或更换支护方式。在施工中严格执行探放水以及防突工作，特别是原姚家沟老主井积水应加强注意。三、巷道布置平面图（附图一）第二节 编写依据(一)21瓦斯抽采回风巷工作面设计；(二)21瓦斯抽采回风巷地质说明书；(三)祥兴煤矿掘进安全技术操作规程、祥兴煤矿各工种岗位责任制等；(四) 祥兴煤矿有关安全管理制度；（五）有关法律法规。第二章 地质开采及水文地质情况第一节 地面相对位置及水文地质情况 一、地面相对位置及邻近采区开采情况根据调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1850m，最低+1725m，在整个21瓦斯抽采回风巷上方无任何路桥、建筑及设施，地表为山地类型，有部分山地覆盖。在此巷道前方40米，上部14米处为原姚家沟老井1234运输巷。根据钻孔资料分析，无采空积水情况。在巷道掘进范围内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，通过裂隙有部分地表水渗入井下。目前处于旱季，本巷在施工时各水体对其影响较小，但对施工影响的水体主要为姚家沟原采空区，依然要加强水患防治工作。二、煤（岩）层赋存特征矿区内有可开采每层13层（1、3、4、7、9、10、12-1、12-2、17-1、17-2、18、20、24）本巷仅做为7#、3#煤层瓦斯治理巷道，在掘进过程中由于可能受地质条件影响有穿层可能，因加强对煤层的探测，做好揭煤及防突工作。根据贵州省煤田地质勘探公司一五九队提交的普查勘探报告，通过对钻孔中取出的煤炭样品进行分析，本矿井瓦斯较高。另外，根据整合前原大湾祥兴、小云盘煤矿均为高瓦斯矿井。本矿的瓦斯等级为高瓦斯矿井。但我矿井田曾经发生过突出，为突出矿井，所以严格按突出矿井进行管理。贵州省煤田地质局实验室2004年2月提交的1、3、4、7、9、10、121、122、171、172号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告。云南省煤炭产品质量检验站2010年6月8日提交的18、20、24号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告。井田内1、4、7、9、10、121、122、171、172号煤层自燃倾向性等级为类；其余煤层为类。本设计按类即自燃考虑。本矿井所有煤层的煤尘均有爆炸危险性。附图1：工作面地层综合柱状图。该段巷道顺6#煤层顶板掘进主要为灰色粉砂岩，粉砂质泥岩；底板为深灰色泥岩。三、断层情况及其对回采的影响 区域内断层情况表断层名称走向倾向倾角性质落差（m）对回采的影响F266SNNE60逆断层15-20m本巷道位于井田西部，且在断层范围内，受断层影响。21瓦斯抽采回风巷设计方位及走向和本断层垂直施工，该断层走向为10左右。倾向北西，倾角60左右。推测该断层对本巷道局部影响。四、水文地质1、在21瓦斯抽采回风巷掘进区域的主要水源有老窑水、雨季地表渗水、裂隙水以及煤岩含水。根据轨道上山、回风上山掘进期间资料分析含水层厚度810m，涌水量比较大，经实测，在雨季期间进风斜井裂隙涌水、断层导水、采空区渗水量最大为67m3/h左右，主要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而增加，对掘进期间有一定的影响，在排水设备正常的情况下能及时排出工作面积水。2、该巷道的区域内的主要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，在21轨道石门掘进过程中，以探测过该区域30米范围内的水患影响，根据地质钻孔探测也未见水体存在。距本巷40米处原姚家沟老井巷道一直保持通风排水，由于煤体透水及断层导水性较强，根据在采空积水区及断层导水带，巷道保护距离已大于30m，已将上部存水抽放净，能完全满足防治水需要。3、探水“三线（积水线、探水线和警戒线）图（附图三）。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1、21瓦斯抽采回风巷位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田二采区区域内，巷道开口在6#煤层顶板，开口标高+1550.7m，设计净断面7.22m2。腰线为底板往上1.2m，巷道开口点坐标（X:2849540.419 ；Y:5456199.526，Z：+1550.7m）。2、巷道开口施工:巷道使用锚网支护，每掘进0.8m立即进行支护。开口前准备好所有打眼机具、风水管、各种开关设备等。2、严格按技术部门设计的巷道布置图进行施工。3、地测部门在巷道开口前必须及时给定巷道开口位置和方位，掘进过程中经常校核巷道的方位和坡度，严格按巷道中腰线施工。4、21瓦斯抽采回风巷使用的风机安设于21轨道石门防突风门外进风中。附：平面图位置及剖面图： 第二节 支护设计一、根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，设计采用锚网设计。二、巷道支护设计，根据祥兴煤矿初步设计方案内容进行支护。三、巷道临时支护的方式: 巷道临时支护采用锚杆，工作面与临时支护的距离不大于0.3m，工作面与永久支护的距离不超过0.8m， “敲帮问顶”工作结束后，立即对其进行挂网打设锚杆进行支护工作。四、如遇煤层或过构造带，顶板岩性较差根据实际情况补打锚索或架设25#U型钢，编制专项措施，由矿总工程师审批后执行。五、巷道支护平面图、断面图。第三节 支护工艺 一、永久支护：（详见巷道支护平面图、断面图）1、永久支护为锚网，锚杆为202000mm等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆间排距800800mm，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚杆外露长度在30mm50mm之间，锚固力不低于90KN，每根锚杆使用2节树脂锚固剂。锚网采用10#菱形铁丝网，锚网铺设必须紧贴岩面，锚网搭接长度不得低于100mm不得高于300mm，网片之间使用不低于8#铁丝双股连接，锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。所有锚杆及锚索施工后必须对其锚固力进行拉力测定，符合率不低于95%。在使用锚固剂时严格按设计要求使用。三、质量标准与检验质 量 标 准 与 检 验项目设计尺寸、数量允许偏差巷道净宽/mm3200mm合格-50100mm优良巷道中高/mm2600mm合格-50100mm优良水平巷道前倾后仰1m垂线前倾后仰不大于17mm（10）符合设计锚杆/mm50mm（30mm）符合规定锚杆间排距800mm（50 mm）符合规定第四章 掘进施工工艺第一节 施工方法1、施工方法：使用人工打眼，钻爆法施工，运输方式为刮板机、皮带配合矿车。 2、作业方式：班班掘进、支护，三班平衡作业。3、炮掘循环进度1.4米,可根据实际情况缩小循环进度。第二节 施工工艺1、炮掘掘进工艺交接班检查迎头支护打眼检查瓦斯装药检查瓦斯放炮检查瓦斯临时支护出货永久支护，完成一个进尺循环。2、锚杆支护工艺钻顶板中部锚杆眼孔清孔向上托钢带或网（两端用人工扶住） 装填锚固剂（23支）插入锚杆利用锚杆机搅拌锚固剂上托盘、紧螺母依次安装两边锚杆。3、锚索支护工艺按照设计施工锚索眼清孔装填锚固剂（46支）插入锚索利用锚索机搅拌锚固剂上好锚具利用液压千斤顶拉紧锚索。第三节 凿岩方式采用风钻钻眼爆破的方法破岩。1、采用7655或YT28YT29型气动凿岩机进行湿式打眼，打锚杆采用ZYX80锚杆机。2、采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、扒矸前洒水、装岩过程中开放水幕等方法降尘。3、炮掘工艺如下：在工作面画出炮眼位置分上下层、炮眼类型进行打眼清洗炮眼装药接线起爆找危岩（煤）临时支护出货正式支护画炮眼。4、掘进全岩巷及煤层较少时采用光爆一次性全断面起爆，设计见（一次性爆破图）。5、放炮地点设置21行人联巷防突风门外，站岗点共设置四个：1：21轨道石门岔口上部20米；2：21轨道石门岔口下部20米；3：21行人联行防突风门外；4：21专用回风石门内。6、打眼工作完成之后，风筒及瓦斯探头吊挂牢靠，打眼机具及其他工具材料必须放置在作业点后方宽敞不影响安全地点摆放好。第四节 爆破作业掏槽方式为楔形掏槽，采用7655或YT28YT29型气动凿岩机成孔。1、爆破条件: 巷道断面为半圆拱、采用压入式通风，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.48m，每循环进度1.4m，使用矿用三级乳化炸药，雷管使用取得产品许可证的煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管，炮眼利用率为85%，每米消耗炸药22.7kg、雷管41个。2、爆破器材采用煤矿许用三级乳化炸药，药卷直径为30mm，药卷长300mm，重300g，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB-100型隔爆发报器起爆。3、装药结构炮眼采用正向连续装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。4、钻孔要求1）炮眼的深度为1.61.8m;2)周边炮眼的间距为450500mm;3)周边炮眼的密集系数为0.30.5;4)周边炮眼的药卷直径为2530mm。孔号装药量雷管(个)炮泥长度使用段数备注节（段）公斤075mm空孔不装药1571.456001.561351.08800114340.50.1216002354140.876003合计113.522.7415、装药结构与起爆采用大串联正向装药。起爆原始条件项 目单 位数 量项 目单 位数 量巷道的掘进断面7.22炮眼数目个41煤岩的坚固系数f1.5雷管数目个41炮眼深度m2.02.2总装药量kg22.7预期爆破效果项 目单位数量项 目单位数量炮眼利用率85每循环耗药量kg22.7每循环工作面进尺m1.4每循环炮眼总长度m50.2每循环爆破实体岩石m38.96每米3岩石耗雷管量个/ m35炸药消耗量kg/m32.7每米巷道耗雷管量个/ m25每米进尺炸药消耗量kg/m12.66、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆的采取多次起爆的必须另行编制安全技术措施。7、光面爆破作业应尽量采取以下措施细长药卷连续装药；小直径药卷空气间隔装药；标准直径药卷空气间隔装药。应达到以下要求：岩面上周边眼眼痕保存率不少于75%，且均匀清晰，超挖量不超过150mm，欠挖量不超过50-100mm，岩层上不能出现明显的炮震裂隙。详见炮眼布置及爆破说明。第五节 装载运输1、出煤（矸）前必须先进行敲帮问顶，并在煤（矸）上洒水灭尘以后，方可进行出货工作。2、采用刮板机及普通皮带输送至人行斜井内的人字形花纹皮带，再由人字形花纹皮带输送至地面。3、刮板机使用SGB40T型，距工作面不大于20m，机尾安设于工作面后方3m位置,机尾使用地锚（长压度不得低于1.5m）固定，机头使用11#工字钢加工架子（机电科出具图纸）固定，所有设施必须牢固。工作面开工后50米采用40T刮板机出渣超过80米后安设第二部刮板机，第二部刮板机安设好后拆除第一台刮板机，安装630普通可伸缩型皮带运输。4、所有煤、矸、材料、设备等匀使用皮带进行运输，但长型材料设备必须使用材料车进行提放，如需提放异型、大件设备必须另外加工专用材料车。5、所有人员必须加强自主保安和联防保安工作，避免出矸伤人。第六节 管线布置 风筒在巷道左侧距底板1.6m位置靠帮安设，与工作面距离不得超过6m，风管、水管安设在右侧距底板0.5m位置靠帮安设、间距0.2m。附：巷道断面图（管线、风筒、设备等布设） 第七节 机电设备配备巷道开工准备设备及材料序号名称型号单位数量备注1绞车JTP-1.61.2台121瓦斯抽采回风巷掘进2刮板运输机SGB40T台13皮带机630台241.2m3矿车台55局部通风机FD-245KW台26风机开关QBZ-120台27闭锁开关KBZ-400台18钻机开关ZZ8L-2.5台29电话KTH13部110馈电开关KBZ-630台111开停传感器KGF2台212甲烷传感器GTC4A台313综保ZXZ-4台114荒扒把615风镐把21628#凿岩机台517钻杆配套根102.2米长18钻头配套个2019锚杆机台320锚钻头配套个2021锚钻杆配套套5 第五章 掘进辅助系统 第一节 通风系统一、采用压入式通风，在高瓦斯区域必须进行先抽后掘，如需施工排放孔时必须增加有效风量，减少漏风量，风机安设在21行人联巷防突风门外，风筒吊挂方式详见第四章第五节第一条，压风机安设在地面，通入4吋压风管送入井下，隔爆水袋安设在工作面后方60200m位置，按每平方不少于200m3水量标准安装。监控探头T1安设在工作面后方风筒另一侧5m位置,T2探头安设在距离21瓦斯抽采回风巷距21轨道石门20m处，T3探头安设在21轨道石门距21瓦斯抽采巷汇流10m处，均按监控设施安装要求进行安设，采用800mm阻燃风筒。二、我矿属于突出矿井，已经按规定装设三专 (专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁 (风电、瓦斯电闭锁)，装备“双风机、双电源”，并能自动切换、具有自动分风的功能。三 、掘进工作面风量计算(一)掘进工作面实际需要风量，应按我矿企业的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Qj100q掘Kj 1002.0 200式中 Qj掘进工作面需要风量，m3/min; q掘本巷为全岩巷掘进，作为瓦斯治理用，瓦斯涌出暂不考虑。 k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定 (掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常机掘工作面k=1.52.0;炮掘工作面k=1.82.0。 (二)按炸药使用量计算:Q=25A=2522.7567.5式中 Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;25每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量;A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。(三)按工作人员数量计算:Q=4n41560式中 Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人每分钟应供给的最低风量m3/min;n掘进工作面同时工作的最多人数。(四)按局部通风机的实际吸风量计算:Q=Q局Ikf=（380+680）0.86）/211.3=350.6式中 Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;Q局掘进工作面局部通风机的额定风量，m3/min;I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台;kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3/进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。 Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。根据上述计算的工作面需要风量要求，进行局部通风机、风筒规格选型。(五)局部通风机出口风量的确定Qf = Qj/c =350.6/0.9 =389.5式中Qf 局部通风机风量，m3/min;Qj掘进工作面需要风量，m3/min;c风筒的有效风量率，%。风筒有效风量率可采用下列公式计算:1有效风量率 (c)。这是指风筒送往掘进工作面的风量与局部通风机吸风量之比的百分数。c = Qa /Qf100% =(350.6/389.5) 100% =90%式中c有效风量率，%;Qa风筒送往掘进工作面的实际风量，m3/min;Qf局部通风机 (吸)风量，m3/min。2漏风率 (L1)。这是指风筒的漏风量与局部通风机吸风量之比的百分数。L1=Q1/Qf100% =(24.5/389.5) 100% =6.3%式中L1漏风率，%;Q1整列风筒的总漏风量，m3/min;Qf局部通风机 (吸)风量，m3/min。 3.局部通风机选型FBD7.1/2*45，风压：6007600Pa,风量380680m/min,电压：660/380，效率：80%。四、掘进工作面风量验算。 (一)按最低风速验算。 1岩巷掘进工作面的最低风量Q岩(单位: m3/min):Q岩9S岩 98 72式中 9按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数; S岩岩巷掘进工作面的断面积，m2。2煤巷掘进工作面的最低风量Q煤(单位: m3/min):Q煤15S煤 =158 =120式中 15 按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数; S煤煤巷掘进工作面的断面积，m2。 (二)按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q(单位 m3/min)Q=240S =2408 =1920式中 240按掘进工作面最高风速4 m/s的换算系数; S 掘进工作面的断面积，m2。 (三)按掘进工作面温度和炸药量验算，见表1。表1掘进工作面温度和炸药量炸药量Kg20温度6以下16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需要风量m3/min4050605060806080100(四)按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.8%;其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。p瓦/Q掘0.8%1.85/389.5=0.004740.8%式中Q掘掘进工作面需要风量，m3/min;p瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。五、风机选择根据以上计算，掘进工作面风量不得小于400 m/min，选用FBD7.1 245型对旋式轴流通风机（备用一台）, 800毫米的抗静电、阻燃型风筒供风，可满足工作面风量使用要求。三、局部通风机的安装地点选择 局部通风机的安装地点：为避免发生污风循环，风机安设在21行人联巷防突风门外。附：通风系统示意图、局部通风机安装位置示意图。第二节 压风系统一、此工作使用的风源为安设在地面的空压机，采用机械式压缩空气。二、移动压风机安设在地面，采用两台固定式螺杆空压机，压风机型号为JG110LA、正常工作风压0.7Mp、风量20.7m3/min ，电机功率110KW，管路顺巷道左帮风水管路安设位置安设。 (一)空气压缩机的选择，应符合下列要求: 总耗风量按下式计算: Q=nkq =0.121.151333 =3.726式中 Q总耗风量，m3/min;管路漏风系数，按每100m漏风率2%计算；风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.101.15;高原修正系数，海拔每增加100m，系数增加0.8%;n同型号风动机具使用数量，台;K凿岩机、风镐同时使用系数;q风动工具耗风量，m3/min。注：我矿该工作面使用的压风机风量为20.7m3/min，该工作面配风为533 m3能完全满足使用需要。 (二)当各个施工阶段的风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量的20%30%。在工作面后方2540m安全位置安设第一组压风自救装置，按工作人最多操作人员并留有富裕量，最少不低于6个，在爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处安装压风自救装置。三、压风系统示意图（附图十二）。第三节 供、排水系统1、供水：地面泵房地面管路二采区轨道斜井21轨道石门21瓦斯抽采回风巷工作面。水源从地面防尘200m3水池已有管路到接一躺Dg50钢管供该头用水，每隔50m安设一个三通阀门。2、排水：水流经巷道内的水沟流到21轨道石门，至二采区井底，流经1400运输大巷至主水仓。附：供排水系统示意图。第四节 安全监测系统T1瓦斯探头安设在迎头5m范围内，随着工作面的推进往前移设；T2探头安设在21瓦斯抽采回风巷距21轨道石门20m处，T3探头安设在21轨道石门距轨道斜井汇流10m处的回风流中。探头吊挂在巷道中部，距顶板300mm的位置。T1报警浓度为0.8%，断电浓度为1.0%，断电范围为掘进工作面及附近20米内全部非本质安全型电器设备。复电浓度小于0.8%。T2报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8%，断电范围为掘进工作面巷道中的全部非本质安全型电器设备。复电浓度小于0.8%。附：通风监测仪表布置示意图。第五节 供电系统附：供电系统图。第六节 运输系统(1）运煤（矸）系统：工作面21瓦斯抽采巷21轨道石门可伸缩性皮带输送至人行斜井人字形花纹皮带内人字形花纹皮带输送 地面(2）运料系统地面轨道斜井绞车提升21轨道石门21瓦斯抽采巷工作面附：运输路线系统示意图。(3）提升系统设计根据施工进度要求、现场条件，斜井提升容器为1.5m3箕斗。提升机选择经计算：选择一台JTK1.21.0型提升绞车，电动机功率N=75KW，其中Fj=30KN，VMb=2.0m/s，满足提升力要求。选1.0m凿井游动天轮校验滚筒宽度：使之符合煤矿安全规程第四百一十九条、四百二十条的规定要求，使用中必须执行相关规定。1、提升钢丝绳选择、验算钢丝绳如下：2、原始资料斜井长度266m，斜井倾角=25箕斗规格： V=2.5m3，自重Q0=2660kg，矿车数量Z=1装满系数Km=1.16，矸石散体容重R=1600kg/m3绞车型号JTK1.61.2，绳速 S=2.0m/s，钢丝绳规格：直径=21.5mm，单位重量P=1.658kg/m钢丝抗拉强度=185kgf/mm2 ，总破断拉力QZ32400kgf钢丝绳安全系数m6.5井筒长度266m，提升斜长L=266m 矿车运行时的阻力系数=0.015,钢丝绳与坡口地滚或局部与巷道地板摩擦系数=0.20 一次提升有效货载荷重Q1=ZKmVR=11.162.51600=4640kg 钢丝绳终端荷重Q=Q0+Q1=2660+4640=7300kg 钢丝绳单位长度重量PSPS= 1.116kg/m 选择钢丝绳 为确保安全，绞车选用钢丝绳规格为:直径=21.5mm，单位重量P=1.658kg/mPS=1.116kg/m 钢丝绳安全系数校核ma=7.036.5安全系数ma按煤矿安全规程要求，安全系数应不小于6.5，故满足要求。 斜井施工期间提升能力校验 每提升循环工作周期原始资料：绞车绳速V= 2.0m/s经验卸碴时间：t1=60s经验装碴时间：t2=180s每次加减速折算时间：t3=6s则每提升循环工作周期为t=2L/V+t1+t2+4t3=2266/2+60+180+46=510s 每掘进循环产量开挖断面S=6.4m2每循环进尺B=1.4m松散系数=1.6超挖系数=1.05则每掘进循环矸石产量Q=SB=6.41.41.61.05=15m3 每掘进循环提升时间T=（Q/V）t /3600=15/2510/3600=1.06h采用三班制作业方式，按最大提升距离计算，每班作业循环要求提升时间为8h，故满足要求。 4、轨道A 采用30kg/m钢轨，轨距600mm，使用水泥轨枕，轨枕间距不大于600mm。B 轨道铺设质量必须按轨道标准规范进行铺道，确保运输畅通。C 钉道工必须经常对轨道进行检查、维护，确保道钉、螺栓紧固有效，确保无断轨、无断枕。 5、输送机选择 经计算 1）21瓦斯抽采回风巷安装一台DTL80*55KW型输送皮带，电动机功率N=55KW，满足工作面运输要求。 2）21轨道石门安装一台DTL80*22KW型输送皮带，电动机功率N=22KW，满足巷道内的运输要求。 3）21行人联巷安装一台DTL80*15KW，电动机功率N=15KW，满足行人联巷内的运输要求。 4）人行斜井安装一台DTL80-2*55KW,电动机功率N=2*55KW，满足行人斜井斜井运输要求。 第七节 避灾路线 施工过程中，若发生瓦斯、煤尘、火灾及水灾事故时，所有人员必须冷静，并在调度统一指挥和班队长带领下，按照下列避灾路线迅速撤离灾区到达地面。 1、瓦斯、煤尘及水、火灾：工作面21轨道石门21行人联巷进风斜井地面附：避灾路线图第八节 工程质量管理1、锚杆支护1钻眼深度必须与锚杆长度一致 ，清孔必须干净彻底。2严格按巷道断面图规定的锚杆间排距、角度安设锚杆。锚杆的外露长度不能超过50mm。3安设锚杆时，利用锚杆机均匀搅拌锚固剂，必须待充分凝固后，方可退锚杆机、拧紧螺母。4因锚杆机推力不足造成锚杆外露过长、钢筋梯不贴顶时，必须将失效的锚杆锯掉，并补打同样规格的锚杆。5遇片帮超挖造成两帮顶板距角锚杆大于300mm时，必须补打顶角锚杆。 2、掘进过程中因地质条件变化需改变巷道布置参数、断面、支护参数及发生冒顶时，另报技术报告。 3、文明生产1风水管路、电缆、通讯线、监测线等必须按质量标准化标准要求吊挂整齐。2开关必须上架，随时保持设备卫生。3距迎头20m以外巷道的浮货必须随时清扫干净，材料、工器具、杂物必须归类靠帮码放整齐，随时保证水沟畅通、巷道内无积水、淤泥。4、严格按贵州煤矿质量标准化标准要求进行施工。第六章 巷道施工安全技术措施第一节 施工准备1、巷道施工前，班队长必须对施工地点进行全面的检查，发现隐患及时处理。2、开口处所有杂物必须清运干净，保证后路畅通。3、巷道施工前，必须先将风、水、电准备到位，设备试运转正常，并将开口位置附近5m范围内的支护加固，保护好电缆、电气设备、风水管路等各种设备。4、巷道施工前，必须由测量人员给出开口位置及中腰线。5、巷道施工前，必须先探后掘。6、放炮时，班队长必须派专人到通往爆破点的各巷道设岗截人，放炮警戒距离要求直巷不小于100m，转弯巷道不小于75m。根据实际情况，放炮人员撤至21行人联巷防突风门外。严格按放炮站岗截人示意图进行设岗截人。 第二节 支护一、临时支护1、打眼、出矸前必须搞好临时支护。2、支设临时支护前，必须先用长柄工具找净帮顶活动煤矸，严格执行敲帮问顶制度。3、永久支护未紧跟迎头时，必须搞好临时支护。二、出矸1、采用人工出矸前，必须先进行敲帮问顶，将矸石进行洒水灭尘以后，方可进行出矸工作。2、出矸时，人员必须站在永久支护或可靠的临时支护下作业，做好敲帮问顶工作，及时将帮顶活矸找掉。3、出矸人员必须加强自主保安和互保工作，避免发生意外事故。三、支护1、加强敲帮问顶工作，每道工序开工前，均进行敲帮问顶工作，敲帮问顶时，人员必须站在有可靠支护的巷道的一帮，用长工具敲巷道的另一帮，且下方严禁有人，找顶人员由有经验的老工人担任。敲帮问顶时，必须设置专人观察，且保证后路畅通。2、放炮后，人员进入工作场所时，必须先进行敲帮问顶，及时找净帮顶活矸。3、严禁空顶作业。4、进行支护前，必须先延好中腰线，巷道断面达到设计要求后，方可进行支护。5、锚杆眼的方向、长度、角度及锚杆眼位置必须符合施工设计要求。6、打锚杆的顺序为由顶到帮、由外往里进行。7、打锚杆眼前，必须先对打眼工具、风水管路进行全面仔细检查。8、钻眼时，钻杆下方不得有人，扶钻杆人员要避开眼口方向，站在锚杆机侧面操作，两腿前后错开，脚踏实地。9、钻眼时，钻杆与钻眼方向要保持一致，用力要均匀适当，升降要平稳，以防折断钻杆、夹钎。10、当钻眼过程出现围岩变松、片帮、来压或钻孔中有压力水，水量突然增大或出现有害气体渗出等异常现象时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，并及时向项目部汇报，同时将受水害威胁的所有人员及时撤出到安全地点。11安装锚杆前，先用锚杆装入孔内试探其深度是否达到要求，若是眼孔深度不够，必须钻孔使其深度达到设计要求。12、采用锚网支护时，挂网打锚杆前，必须将松动的围岩找净，且将帮顶找圆滑，方可进行挂网打锚杆，钢筋网必须铺至巷道底板下200mm处，网与网搭接处必须用锚杆锚固。13、因围岩破碎造成锚杆外露过长时，必须重新补打锚杆。14、当顶板破碎、压力大或遇断层、软岩层、流砂性岩层等地质条件复杂地段时，可缩小锚杆间排距至600mm且增加钢筋网支护，或改变支护形式。第三节 操作风动锚杆钻机 1、每台钻机应配两名专职操作人员，操作人员应应了解钻机的性能，熟悉操作规程，能排除施工中出现的一般故障，并对钻机进行日常保养维护。 2、放炮时应注意将钻机向后移放有遮挡处，以防煤、矸块砸坏钻机。 3、使用前必须先检查压风管路与锚杆机各连接处是否连接稳固，不漏风。 4、装好钻杆、钻头，对准孔位，操作左手柄推进，将钻头推进到岩壁附近，打开供水开关，随即操作右手柄，启动马达旋转，进行30秒空载磨合试机，无异常方可钻孔。 5、操纵机构左边切勿站人。 6、钻孔中若发现卡钻停钻或钻杆弯曲，应立即回缩，重新调整推进速度。 7、每次工作完毕，必须洗干净钻机上的岩尘，应妥善摆放，以防止损坏。 8、正常情况下发现钻机速度缓慢时，检查钻头的磨合程度，及时修磨，保证锋锐。 9、钻机在使用中，若出现一般故障时操作人员可以进行维修和保养。 10、注意及时更换易损件，仔细调整各运动部位间隙，保持钻机正常运转。第四节 钻 眼 1、打眼前必须敲帮问顶，及时将帮顶活矸、煤块找掉，找顶人员必须站在有可靠的支护掩护下的安全地点、手持长柄工具找顶和敲帮。敲帮问顶时，必须指派有经验的老工人站在安全的地点观山，并随时保证后路畅通，以防发生险情时，找顶观山人员能及时撤到后方安全处。 2、打眼前必须把巷道中线延到迎头，画出巷道轮廓线以后，方可进行打眼。迎头20m范围内瓦斯浓度1.0%时，严禁打眼。 3、打眼工要确实加强自主保安，必须站在可靠的临时支护和永久支护下进行操作，严禁空顶作业。 4、采用风钻打眼时，扶钻人员必须站在风钻的侧面，严禁站在风钻杆的下方和骑在风钻上扶钻，以防断钎伤人。 5、采用风钻打眼时， 应先开水后开风，打眼完后，应先关风后关水，打眼过程中要给水均匀。 6、打眼前 ，必须检查风水管路是否完好、畅通， 其接头是否牢固、可靠，各部件是否齐全，并注油进行试运转，若达不到要求，必须进行处理，待处理完后方可打眼。 7、若钎杆有弯曲现象 ，必须更换； 检查钎头刃角是否锋利、 合金钢片是否缺少或脱落、 钎头水孔是否堵塞，不合格的钎头、钻头必须更换。 8、采用湿打眼，严禁干打眼。 9、吹眼时，严禁在眼口方向站人或进行其它作业。 10、采用 电煤钻 打眼前 ，必须 先检查电缆 有无破损现象，电钻外壳、后罩是否完好，开关是否灵活，并进行送电试运转， 若有一项不符合要求， 必须进行处理，待处理完好后方可打眼。 11、电钻打眼时，由12人操作，不得用钎杆硬顶，严禁用背、脚、胸顶压电钻，以防断钎伤人。 12、若电钻开关失灵，应把住电钻，不许松手，并派人将综保打回“0”位，切断电源再作处理。 13、打眼时，打眼、扶钎人员袖口必须扎紧，毛巾必须塞进衣服领口里并封扎好；撑钎人员不得戴手套，防止钎杆扭转伤人。 14、移动电钻时，应一手提钻一手拉电缆，不许拉着电缆拖电钻。 15、电钻工作过程中，若发现外壳发热到烫手的程度，必须停止工作进行冷却，严禁用水浇电钻冷却。 16、有下列情况之一者，严禁打眼装药： A、局扇停止运转，迎头无风、微风或瓦斯超限。 B、无水