904溜子道掘进规程.doc

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904溜子道。二、巷道用途回采904工作面，满足回采对通风、行人运输及管线敷设的要求。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：60m。服务年限：6个月。四、预计开竣工时间本掘进工作面自2010年1月份开工，预计2010年2月份竣工。五、巷道布置巷道布置平面图（图1-1-1）六、施工特殊要求904溜子道要按地测人员给定的腰线掘进，把握好溜子道与-480运输巷之间的距离。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为904工作面设计说明书，批准时间为2009年11月5日。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为904工作面地质说明书，批准时间为2009年11月5日。三、矿压观测资料1、同煤层邻近采区矿压资料同一煤层同一采区903掘进工作面矿压观测资料分析如下：（1）直接顶初次垮落步距为9m。（2）老顶初次垮落步距为25m，周期来压步距为16m。（3）顶板来压强度为352.8 KN/m2。（4）底板比压值为16.7MPa。2、工作面顶板类别及矿压分析（1）顶板类别根据原煤炭部关于试用缓倾斜煤层工作面顶板分类方案，结合集团公司顶板管理实施细则及矿压资料，该工作面顶板定为级2类。（2）工作面矿压分析根据同一煤层同一采区903工作面矿压观测资料分析，预计本工作面：直接顶初次垮落步距为9m。老顶初次垮落步距为25m，周期来压步距为16m。顶板来压强度为352.8 KN/m2底板比压值为16.7MPa。四、其他技术规范本作业规程依据煤矿安全规程、安全生产法、矿山安全法、矿山安全监察条例、江苏煤矿安全技术操作规程等编制。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工作面开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1-1。表2-1-1 井上下对照关系表水平采区480 m水平小湖系一采区工程名称904溜子道地面标高+27m+33m井下标高-475m地面相对位置、建筑物、小井及其他青权公路以东，工作面对应地面范围内有农田及洼地。井下相对位置对掘进巷道的影响由904工作面溜子道三角门口开窝向南掘进。巷道布置在小湖系9煤原始煤层中，对掘进无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响上部为904工作面未采区，下部为10m大巷保护煤柱，以下为480m运输巷，480m运输巷以下为未采区，四周无老空区，对掘进无影响。第二节 煤(岩)层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数和层间距904溜子道布置在小湖系9煤层中，煤层走向3355。倾向123145。9煤层呈油脂、玻璃光泽，属半亮型煤，块状为主，断口平坦，裂隙发育，属于低灰低硫，高挥发份，高热值的气煤，平均厚度为1.8米。该煤层较稳定，厚度1.62.2m，平均煤厚1.8m。煤层硬度f=23。煤层具有自燃发火倾向，属类自燃。煤尘具有爆炸性，爆炸性指数38.8%，见表2-2-2。煤层顶底板情况见表2-3-3。煤岩层综合柱状（见图2-1-2）表2-2-2 煤层特征情况指 标单位参 数备 注煤层厚度(最大最小/平均)m1.62.2/1.8煤层倾角(最大最小/平均)（）344037煤层硬度f23煤层层理(发育程度)发育煤层节理(发育程度)发育自燃发火期月24绝对瓦斯涌出量mmin0.2低瓦斯矿井相对瓦斯涌出量mt3.88煤尘爆炸指数%38.8地 温22表2-3-3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性特征顶板基本顶砂泥岩互层6714深灰色砂泥岩互层，泥质胶结，硬度f=6-7，厚度10-18m,平均厚度14m。直接顶砂质泥岩345.5以深灰色砂质泥岩为主，致密性脆，块状。由下向上含砂量逐渐增大，含黄铁矿及植物化石，裂隙发育，硬度f=34，平均厚度5.5米。底板直接底泥岩54.2以泥岩为主，深灰色、含砂少、致密，泥质胶结，硬度f=5，平均厚度为4.2米。老底砂泥岩互层643.3深灰色砂泥岩互层，由薄层的砂质泥岩和浅灰色细砂岩迭层出现组成，硬度f=6，平均厚度43.3m。第三节 地质构造904溜子道区域不存在断层构造。地层走向3355，123145。第四节 水文地质904溜子道区域水文地质情况筒单， 9煤层顶板含砂岩层数较多，但对9煤层开采有影响的只有一层，该砂岩层位于9煤层直接顶以上，厚度30m，距9煤层顶板16m，富水性一般。据902、903工作面回采资料，回采时正常涌水量7m3/h，最大涌水量15 m3/h。下部屯头系四灰含水层，是本区最主要的含水层之一。根据中国矿业大学提供的宏安集团马庄煤矿小湖系一采区水害评价与防治方法研究报告中的数据，本区域四灰距9煤层60m，无断层构造，没有裂隙导通四灰，四灰对掘进无影响。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道位置904溜子道位于9煤层-475m水平，由904工作面溜子道三角门口处开窝向南按腰线，根9煤层掘进。二、工程量总工程量为60m。三、巷道断面904溜子道采用锚网支护，断面为直角梯形，腰线处（腰线距道面1m）净宽3.0m，上帮净高3.1m，下帮净高1.6m。净断面积 S=（3.1m+ 1.6m）3.0m1/2=7.05m2。巷道支护断面图（图3-1-3）。四、巷道开口施工1、巷道开口前先对开口附近锚网支护进行加固，失效锚杆、锚索及时补打。2、巷道开口时先拆开口处锚网，用手搞刨开网，处理好拐角后放小炮掘进。第二节 矿压观测904溜子道进行顶板离层监测、锚杆载荷监测，观测内容、目的及手段见表3-1-4。表3-1-4 矿压观测内容、目的及手段一览表序号观测内容观 测 目 的测试手段1顶板离层监测顶板稳定状况及时采取安全措施离层指示仪2螺母拧紧力矩检查锚杆安装质量扭矩扳手顶板离层监测每隔50100m设置一处，螺母拧紧力矩每班必须抽查，所需仪器数量见表3-2-5表3-2-5 观测仪器一览表序 号数 量名 称 及 规 格备 注 12套离层观测仪21台锚杆拉力器31把扭矩扳手第三节 支护设计一、支护方式1、临时支护使用12#槽钢焊插爪而成，长度1m，挂钢筋梁上，前挑0.8m，每网2根，尾部用木楔打劲。2、永久支护采用锚网支护方式作为永久支护，支护材料为左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆、菱形金属网、钢筋梁、锚索等材料。二、支护设计采用工程类比法，根据本矿同煤层903工作面矿压观测资料，支护方式与参数和经验方式进行设计。支护类型：锚网支护。支护材料及工艺要求：1、顶锚杆采用18MnSi左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，L=2.2m。间排距=800mm1000mm，采用钢筋梁，挂铁菱型网，锚杆铁托盘作护垫。帮锚杆采用18MnSi左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，L=1.8m。间排距=900mm1000mm。采用钢筋梁，挂铁菱型网，锚杆铁托盘作护垫顶锚杆距上下肩宽的距离为200mm，上帮锚杆距顶底板的距离为200mm，下帮锚杆距顶板距离为500mm距底板的距离为200mm。2、钢筋梁：用=12mm圆钢焊接。3、锚杆尾丝外露10mm40mm。4、金属菱形网用10#铁丝加工而成，规格为5050mm。网压茬宽度100mm200mm，用10#铁丝连接，将网拉紧压实，紧贴巷道围岩表面，连接点间距不大于200mm。5、顶锚杆扭矩不低于150Nm，帮锚杆扭矩不低于100Nm。每班接班后，必须对顶、帮锚杆螺母进行“二次紧固”。6、顶部、上帮永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，距离迎头的最大控顶距离不得超过一个循坏进尺加0.3m的距离。一个循环结束后紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大控顶距离大于0.3m，必须采取临时支护措施。7、下帮永久支护最大可滞后8排，若围岩破碎时，应根据现场情况适当缩小滞后距离。空帮时间最多不超过72小时。8、顶板锚索按“二一二”布置，选用7m长、直径15.24mm高强度低松驰预应力钢绞线。间距排距=1.8m3.0m。双锚索沿巷道顶板中心两侧对称布置，间距1.8m。锚索每眼孔使用CK23/35、Z23/35型树脂锚固剂各2卷，锚索外露300mm。锚索预紧力120KN140KN。若顶板破碎时，可适当增加锚索，其加强支护延伸到正常巷道的距离不得小于5m，锚索尾端距巷道底板小于1.8m时，必须加防护套。9、巷道每300根锚杆做一组抗拔力测试，一组不低于3根（顶2根、帮1根），顶锚杆抗拔力不低于80KN，帮锚杆抗拔力不低于60KN，同时测试一组锚索，抗拔力一般以锚索设计值的50%为宜，锚索的理论设计极限载荷不小于240KN。三、质量标准与检验质量标准与检验见表3-3-6。表3-3-6 质量标准与检验项 目设计尺寸允许偏差巷道净宽（腰线处）/mm3000合格0300优良0200巷道净高（中高）/mm2350合格0300优良0200锚杆扭矩/Nm顶150符合设计帮100符合设计锚杆间排距/mm顶8001000合格-100+100帮9001000优良-50+50锚杆锚固力/KN顶80符合设计帮60符合设计锚固角度/（）见附图35锚杆外露长度/mm40合格50，优良40中间锚索间排距/mm18003000-100+100锚索角度/（）见附图35锚索初锚力/KN120140符合设计锚索外露长度/mm300300第四节 支护工艺1、施工顺序安全检查（顶板、瓦斯、工程质量等）打眼装药联线爆破敲帮问顶挂前探支护出货打锚杆眼安装锚杆收尾整理工程质量。2、掘进落煤、出煤，循环进尺1000mm。3、安装顶板锚杆（1）进行临时支护：铺设铁菱型网、上钢筋梁。（2）打顶板锚杆孔：采用1台锚杆机按钢筋梁孔位由巷道两帮向中间打眼，巷道顶板锚杆眼孔深总长2200mm。（3）送树脂药卷：在锚杆孔眼装入1节CK23/35和1节Z23/35树脂药卷，用装好的锚杆将树脂药卷慢慢推入孔底。（4）搅拌树脂药卷：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后开动锚杆机边搅拌边推进，推入孔底搅拌20-30s后停止。（5）紧固锚杆：60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至150Nm以上。4、安装帮锚杆（1）两帮连接菱型网、铺设钢筋梁。（2）按设计部位施工巷道帮锚杆眼：采用1台锚杆机或煤电钻，1800mm长锚杆，27mm钻头，打1800mm深钻孔。（3）送树脂药卷：穿过钢筋梁孔眼装入1节CK23/35和1节Z23/35树脂药卷，用组装好的锚杆将树脂药卷慢慢推入孔底。（4）搅拌树脂药卷：将锚杆机或煤电钻与锚杆螺母连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动锚杆机或煤电钻边搅拌边推进，推入孔底搅拌20s30s后停止。（5）安装锚杆：60s后再次开动钻机，将托盘快速压紧岩面，安装完毕，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至100Nm以上。5、安装顶板锚索：（1）打顶板孔眼：打眼深度为7000mm。（2）送树脂药卷：向孔内装入2节CK23/35和2节Z23/35树脂药卷，用钢绞线将树脂药卷慢慢推入孔底。（3）搅拌树脂药卷：用搅拌接头将锚杆机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边推进边搅拌，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌2030s后停机。（4）张拉钢绞线：10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为120KN。6、锚索网支护技术要求（1）钢筋梁规格：顶钢筋梁4.5m，上帮钢筋梁2.9m，下帮钢筋梁1.8m。顶锚杆为18mm2200mm锚杆，帮部锚杆为181800mm锚杆。锚索规格15.247300mm的钢绞线。（2）锚杆角度：锚杆垂直于顶部及巷帮，顶部最上部锚杆垂向布置，顶板及两帮两端锚杆以750向帮顶打入。（3）金属网规格为1100mm2000mm。金属网搭接100mm，用铁丝联网，联网扣间距200mm。（4）顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面，锚杆扭矩达到设计要求。（5）顶、帮部锚杆每眼使用CK23/35和Z23/35树脂药卷各1卷，CK23/35锚固药卷在眼底，锚索眼使用CK23/35树脂药卷2卷及Z23/35树脂药卷2卷，CK23/35锚固药卷在眼底。（6）锚杆、锚索搅拌时间为20-30s，搅到眼底后，必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机，锚杆开始预紧，锚索开始张拉，锚索预紧力不小于120KN。（7）锚杆必须做拉力试验，煤巷必须做顶板离层监测。（8）顶板破碎、压力大时，采用18mm2200mm锚杆支护超前管理顶板。（9）顶部和帮部锚杆的间排距分别为800mm1000mm、900mm1000mm。（10）当顶板比较完整时，顶板每3排安装2根15.247300mm的锚索，隔3排安装1根15.247300mm的锚索，成“二一二”布置，锚索间排距为1800mm3000mm。当顶板变差时，可根据现场实际情况，在3排之间再增补12根锚索用以加强支护。严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。（11）施工单位要经常检查巷道顶板情况，发现断锚断索时要及时补充。第四章 施工工艺第一节 施工方法采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。1、掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆。2、永久支护为锚网支护，工作面临时支护必须采用前探支护，支护紧跟工作面。3、按地测员给定的腰线施工，沿9号煤层掘进，巷道开口前先对开口附近锚网支护进行加固，失效锚杆、锚索及时补打，巷道开口时先拆开口处锚网，用手搞刨开网，处理好拐角后放小炮掘进。4、装载运输采用人工装煤，工作面搪瓷溜子运输，溜子道刮板输送机运输，溜煤眼搪瓷溜子运输。5、交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作。当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探支护、用刹顶木、木楔使其接顶，并打紧背牢，然后出煤、打锚杆，以此为一个循环。第二节 凿岩方式采用爆破方法破岩一、打眼机具打煤眼采用MZ-12型湿式煤电钻2台，1台工作，1台备用。配备1.4m麻花钻杆2根。打锚杆眼采用气动锚杆钻机MQT-85J2型2台，1台工作，1台备用。配备1.0m锚杆钻10根。二、降尘方法采用湿式打眼、使用水炮泥、放炮喷雾、装煤岩前洒水、装煤岩过程中开放水幕等方法降尘。第三节 爆破作业掏槽方式为直眼掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。一、爆破器材使用二级煤矿乳化炸药，药卷规格为32mm200mm，重150g，毫秒电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。二、装药结构全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得弄断雷管脚线。三、起爆方式爆破网络采用大串联全断面一次起爆。四、炮眼布置图及爆破说明书炮眼数目和装药量的确定：根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量 Q=qSln式中 q单位炸药消耗量，q=1.5kg/m3； S巷道断面积，m2,7.05m2； l炮眼深度，m，取1.2m； n炮眼利用率，取0.85。根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目 N=qSmn/(xp)式中 N炮眼数目，个； m每个药卷长度,取m=0.2m； x炮眼装药系数，一般取0.50.7，取0.5； p每个药卷重量，取0.2kg。根据以上两个公式，确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为： Q=1.57.051.20.85=10.79(kg) N=(1.57.050.20.85)/（0.50.2）=18（个）实际炮眼数量取18个。炮眼布置图（图4-1-4）爆破说明书（表4-1-7）表4-1-7 爆破说明书眼号炮眼名称炮眼深度（m）炮眼角度()装药量装药结构封泥长度（m）连线方式雷管个数起爆顺序炮眼利用率（%）水平垂直每眼合计卷公斤卷公斤14掏槽眼1.4909030.45121.8正向0.5串联48556辅助眼1.2909030.4560.9正向0.5串联285715周边眼1.2909010.1591.35正向0.5串联9851619底眼1.2909020.3081.2正向0.5串联48520底角眼1.2808030.4530.45正向0.5串联185合计5.720五、施工质量技术要求1、打眼前必须由班组长、放炮员共同按施工中腰线找出巷道周边轮廓线，标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。2、必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道中线处高度不小于2350mm，不大于2550mm，底板保持平整。3、中线至任何一帮的距离偏差允许在-100mmx100mm之间。第四节 装载与运输一、装载与运输方式1、装、运煤矸：采用爆破落煤为主，手镐落煤为辅。在掘进巷道中使用1部刮板输送机将煤运至904溜煤眼，经搪瓷溜子至-480m运输巷装入矿车。最后由CDXT-2.5B型电瓶车牵引至-480m外车场。2、材料及设备运输：材料及设备由主井送至-480m运输巷，再用矿车或料车将材料和设备运至904溜煤眼，最后人工送入施工迎头。二、运输设备的铺设及安全设施1、使用SGD-320/17B型刮板运输机1部。2、性能参数：设计长度60m输 送 量40t/h链 速0.63m/s减速器速比1：17.466电动机功率17KW电动机电压660V圆环链规格14mm*50mm刮板间距700mm中部槽规格1200mm*320mm*150mm3、铺设要求：（1）刮板输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷帮距离不小于500mm。（2）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。（3）刮板输送机机头、机尾必须打压柱。第五节 管线布置1、在掘进巷道中，风管、水管敷设在非人行道一侧，采用2寸钢管和1寸胶管，管路悬挂点距巷道底板高度不低于0.3m。供水管路（铁管）距迎头不超过20m，设三通、软管紧跟迎头，以满足洒水需要。接口要严密，不得出现漏水、漏风现象。2、在掘进巷道中，电缆敷设在人行道一侧，各种电缆必须悬挂在电缆钩（每1.5m 1个）上，且每钩只准挂一根电缆，悬挂高度不低于1.6m，电缆垂度不超过50mm。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不小于0.2m。3、在掘进巷道中，风筒使用直径400mm的阻燃风袋，敷设在非人行道一侧，在最上面一趟管路上方0.6m处，做到逢环必挂，平直整齐，不影响运输和行人。风筒出风口到迎头不大于5m。第六节 设备及工具配备设备配备见表4-2-8表4-2-8 设备一览表序号设备名称型号规格功率KW单位数量备注1局部通风机JBT-5.5211台21用1备2潜水泵QSK20-75/5-7.57.5台21用1备3煤电钻MZ-121.2台21用1备4煤电钻综保ZBM-2.5台21用1备5照明综保KZXB-22台16刮板输送机SGD-320/17B17台17气动锚杆钻机MQT-85J2台21用1备8电话HBZ(G)-1A台1第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离采用压入式通风，供风距离为200米。二、掘进工作面风量计算结合矿井通风现有设备情况，按照工作面掘进的顺序和掘进供风距离，掘进时采用JBT-5.52型对旋式局部通风机（11KW），净断面为7.05。直径400风筒供风。掘进最长供风距离为200m。实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换。（一）局部通风机及风筒的选择： 1、掘进工作面的需要风量：（1）按照瓦斯绝对涌出量计算：Q掘1=100q掘K掘（m3/min）=1000.22=40 m3/min式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min。q掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min，取0.2 m3/min。K掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2。100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量：掘2=60V掘S掘maxK温，m3/min=600.257.051.2=127 m3/min式中：V掘 局部通风机供风井巷巷道最低允许风速，m/s；全岩巷道V掘0.15m/s； 煤巷和半煤岩巷V掘0.25m/s。S掘max 局部通风机供风井巷的设计最大净断面积，取7.05m2K温 局部通风机供风巷道空气温度调整系数，按温度在2326之间进行计算，K掘取1.2；3、按掘进工作面同时作业人数进行计算：Q掘34NQ掘380 m3/min式中：N 掘进工作面同时作业最多人数，按20人计算；4 每人每分钟供风量，m3/min4、按风速进行验算：15S掘maxQ掘240S掘min108 m3/min135 m3/min1296 m3/min式中：Q掘掘进工作面的风量，m3/min；根据以上计算取最大值，为127 m3/min；S掘max 局部通风机供风巷道的最大净断面积，m2；取7.2 m2；S掘min 局部通风机供风巷道的最小净断面积，m2；取5.4 m2。5、按掘进工作面有害气体的浓度验算：回风流中甲烷或二氧化碳浓度不得超过1%；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。q/ Q=0.10127=0.0008 m3/min1%式中：q掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min；Q掘进工作面需要的风量为127 m3/min。因此，904溜子道掘进时需要风量为127 m3/min。6、掘进工作面风量、风速测算：（1）平巷断面积7.05m2，掘进工作面实际需要风量127m3/min，验算9煤平巷风速为：V=Q/S=127/7.0560=0.3m/s2、根据煤矿安全规程中一百零一条规定，掘进岩巷最低允许风速0.15m/s，最高允许风速为4m/s，以上计算出的平巷风速为0.3m/s，符合煤矿安全规程规定。（二）局部通风机安装处全风压供风量的计算：Q掘 = Q扇+60VS=240+600.157.05=303m3/minQ掘局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/minQ扇安装在巷道段局部通风机的需要吸风量，m3/minV局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的最低允许极限风速，取V=0.15m/s。S局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的巷道断面，取7.05m2。三、局部通风机的安装要求1、局部通风机安装在-480m运输巷新鲜风流中，并距回风道不小于10m。选用直径400的胶质双反边风筒。2、局部通风机必须吊挂在巷道顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于300。3、局部通风机开关必须上架，风筒距迎头不得大于5m，保证工作面足够新鲜风流。4、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换，并完善“两闭锁”（风电闭锁、瓦斯电闭锁）。5、风筒必须吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，并且平直，不出现拐死弯现象。6、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。7、必须保证局部通风机连续，不准无故停电，停风。四、通风设施质量要求1、墙体用不燃性材料建筑、厚度不小于0.5m。严密不漏风(手触无感觉、耳听无声音)。2、墙体平整(1m内凸凹不大于10mm，料石勾缝除外)；无裂缝(雷管脚线不能插入)、重缝和空缝。3、墙体周边掏槽(岩巷、锚喷、砌碹巷道除外)，要见硬顶、硬帮，要与煤岩接实，四周要有不少于0.1m的裙边4、设施周围5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥5、密闭内有水的设反水池或反水管；自然发火煤层的采空区密闭要设观测孔、措施孔，孔口封堵严密。密闭前无瓦斯积聚，要设栅栏、警标、说明牌板和检查箱(入、排风之间的挡风墙除外)6、风门一组至少两道，能自动关闭，要装有闭锁装置。门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，调节风窗的调节位置设在门墙上方，并能调节。五、一通三防安全技术要求通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s，保证工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。六、通风系统1、进风：主、副井-10m运输巷-10m提升下山-320m车场-320m下山-420m运输巷-420m岩石巷420m提升下山480m运输巷局部通风机风筒迎头。2、回风：迎头904回风巷904风桥420m行人下山-480m岩石巷-480m回风巷-480m回风上山-460m回风上山-420m回风上山-370m北巷-370m北巷上山-320m北巷-320m回风巷-320m回风上山-145m回风巷-10m回风上山-10m回风巷斜井地面 通风系统示意图（图5-1-5）第二节 压风一、压风风源及方式压风风源：来自地面空气压缩机。压风方式：通过4寸钢管、2寸钢管和1寸胶管沿路接入迎头。二、压风设备地面压风机房选用2台L-22/7型空气压缩机，1台工作、1台备用。技术性能参数见下表5-2-10表5-2-10 技术性能参数表压缩机型 号L-22/7型 式L型两级双缸复动水冷活塞式排 气 量22m3/min轴 功 率113KW排气压力：0.17-0.22Mpa（表压）：0.7Mpa（表压），最高0.8Mpa曲轴转速430r/min质 量2000kg外形尺寸（长*宽*高）233411651935mm电动机型 号Y315M2-8型 式三相鼠笼式异步电动机转 速740r/min额定功率132KW额定电压380V电控箱型 号XJ01-135型 式箱式启动方式自动电 压380V储气罐容 积2m3内 径1004mm高 度3037mm重 量700kg三、压风路线地面压风机房副井-10m回风巷-145m回风上山-145m回风巷-325m回风上山-320m回风巷-320m车场-320m新下山-420m运输巷-420m岩石巷420m行人下山480m运输巷904溜子道迎头。压风系统示意图（图5-2-6）第三节 瓦斯防治一、概述根据提供的地质资料，马庄煤矿为低瓦斯矿井，没有高瓦斯区域和瓦斯异常区，施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。二、瓦斯检查1、运输巷内的风速、风量必须符合煤矿安全规程关于煤巷巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s；每人每分钟应供给的最低风量不得少于4m3/min的规定。2、严格执行煤矿安全规程关于运输巷空气成分和温度应符合的规定。1）采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。2）有害气体的浓度不超过表5-3-11规定。表5-3-11 矿井有害气体最高允许浓度名称最高允许浓度/%一氧化碳0.0024氧化氮0.00025二氧化硫0.0005硫化氢0.00066氨0.0043）进风口以下的空气温度必须在2以上。4）采掘工作面空气温度不得超过26；机电设备硐室空气温度不得超过30；采掘工作面空气温度超过30、机电设备硐室空气温度超过34时，必须停止作业。3、必须有专职瓦斯检查员按规定检查瓦斯和二氧化碳，严格执行瓦斯检查管理规定，及时填写瓦斯检查记录；加强瓦斯牌板的管理，每班至少检查2次，班与班、次与次间隔时间为34小时。4、瓦斯检查点分别设在：工作面迎头处、工作面回风流。瓦斯检查牌板应设置在回风巷中，距迎头50m附近，检查结果要及时向调度室汇报。5、瓦斯检查班报表必须有夜班、早班、中班瓦斯检查员签字，内容检查地点的瓦斯记录，并上报总工程师和矿长。做到班报、牌报、日报三对口，不得空班、漏检、假检。6、甲烷传感器由安全监测人员每隔10天使用标准气样和空气样调校一次，每隔10天对瓦斯断电功能进行测试。必须每班检查安全监控设备及电缆是否正常，使用光学瓦斯检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；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6小时内对两种设备调校完毕。7、必须妥善保护好甲烷传感器，并由专人进行维护。洒水时严禁将水洒到甲烷传感器上。当瓦斯超限或出现监控系统报警时，要按规定立即安排撤人，并按规定查明原因进行处理。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围和安装位置必须符合煤矿安全规程的要求（具体见安全监控），并定期进行标校，保证探头灵敏可靠。8、瓦斯报警或瓦斯断电后，必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，进行处理。待瓦斯浓度降至安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送电，恢复生产。第四节 综合防尘防尘水源来自地面和-10m水平静压水池，水质清洁，水中悬浮物含量不超过150/L，粒径不大于0.3mm。供水水量为30m3/h，水压为4.1Mpa，满足工作面用水需求。分别用3寸钢管、2寸钢管和1寸胶管接入迎头。防尘系统路线如下：地面静压水池水（-10m水平静压水池水）-10m提升下山-325m车场-325m新下山-420m运输巷-420m岩石巷420m行人下山480m运输巷904溜子道迎头。具体防尘措施如下：1、掘进工作面采用湿式打眼、放炮喷雾、净化水幕，刮板机机头、机尾使用转载点喷雾，装车处使用装煤洒水。定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，迎头向后20m以外的巷道由通风班专人两天冲刷一次。迎头向后20m以内的巷道由掘进工区施工人员每班结束前洒水。2、因掘进工程量较短，在巷道中设1道移动水幕，紧跟工作进展，距迎头3050m。掘进巷道内沉积煤尘长度小于5m，厚度小于2mm。3、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用焊接固定架，水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90%，水幕安装距顶板距离不大于300m。4、防尘管路铺设：防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。5、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。6、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。7、掘进巷道总长60m，无需在巷道中单独设置隔爆水棚。综合防尘系统示意图（图5-3-7）第五节 防灭火掘进工作面防火水源：防灭火水源来自地面和-10m静压水池。分别用3寸钢管、2寸钢管和1寸胶管接入迎头。防尘系统路线如下：地面静压水池水（-10m水平静压水池水）-10m提升下山-320m车场-320m新下山-420m运输巷-420m岩石巷420m行人下山480m运输巷904溜子道迎头。具体防灭火措施如下：1、巷道内浮煤要定期冲洗和清扫。2、井下使用易燃物（入棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔，严禁将剩油、废油留在巷道内或硐室内。3、严禁将剩油、废油泼在巷道内。4、严禁明火作业和电气设备失爆。5、用静压水管作为消防水管。6、井下灭火灾时必须严格按煤矿安全规程的规定执行。7、若电气设备着火时，先切断电源，然后用沙子灭火。8、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。9、管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。消防器材设置地点见防灭火系统示意图，每处灭火器数量不少于2台，防火沙不少于0.2m3。10、消防材料库设在-420m回风巷中，备用材料充足。11、遇到火灾时，应视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。灭火过程中，必须由班组长统一指挥，在通风、安监人员的监督、监护下进行，并要指定专职瓦斯员检查有害气体和风向、风量的变化，采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报调度室。如果控制不住火势，所有人员应戴上自救器，向进风方向迅速撤离。灭火、撤离过程中，所有人员必须听从瓦斯检查员指挥。12、加强机电设备管理，严禁失爆，做到无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无“明接头”；有过电流和漏电保护，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置；电缆悬挂整齐，坚持使用检漏装置保护。13、巷道掘进过程中要根据岩性变化及时调整装药量，防止出现空帮空顶。若出现空帮空顶必须及时补打锚网接实空帮空顶，局部空帮空顶严重地点可以采取喷浆填平。防灭火系统示意图（图5-4-8）第六节 安全监控一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用1、区长、技术员下井时，必须携带便携式瓦斯报警仪，对其分管内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为0.8%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制度”，并做好记录，上井后由发放人填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时，必须携带便携式瓦斯报警仪，并把常开的瓦斯报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内风筒的另一侧，当瓦斯报警仪报警时，停止工作，并进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，当瓦斯报警仪报警时，不得通电或检修。二、甲烷传感器和甲烷断电仪的配备和使用1、分站设在-420车场外的专用机电硐室内。904溜子道掘进头迎头甲烷传感器T1安设在距迎头5米内，报警浓度：0.8%、断电浓度：1.0%、复电浓度：0.8%，断电范围：904溜子道及回风流所有非本质安全型电气设备。904溜子道掘进头回风流甲烷传感器T2安设在距回风口1015米处，报警浓度：0.8%、断电浓度：0.8%、复电浓度：0.8%，断电范围：904溜子道及回风流所有非本质安全型电气设备。在-420绞车房和-480水泵房各安装一台温度传感器，报警值30。局扇开停开关设在局扇旁，用于监视局扇开停。2、甲烷传感器应安设在巷道风筒的另一侧，垂直悬挂，距顶板不得大于300，距巷帮不得小于200，且该处巷道顶板要坚固，无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。3、甲烷传感器由安全监测人员每隔10天使用标准气样和空气样调校一次，每隔10天对瓦斯断电功能进行测试。4、必须每班检查安全监控设备及电缆是否正常，使用光学瓦斯检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；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6小时内对两种设备调校完毕。5、甲烷传感器要及时跟据迎头的进度由瓦斯员负责挪移。挪移时要通知地面监控值班人员。另外，放炮时，瓦斯员要及时将甲烷传感器挪移到安全位置并做好防护措施（用长木板挡好），放炮后，要及时挪移到距迎头5m内，并按第2条要求吊挂。监控系统示意图（图5-5-9）第七节 供电一、供电系统该掘进工作面供电电源来自-320m变电所，经由-320m提上下山-420m运输巷-420m岩石巷420m提升下山480m运输巷掘进迎头，向工作面供电。变电所采用干线式向各掘进配电点配电。掘进工作面供电电源为660V。配电点设置在距工作面100m以外的安全地点，并且采用风电、瓦斯电闭锁。-320变电所总开关有检漏继电器，对整个线路进行绝缘监视。二、供电设计此工作面主要负荷如下表5-4-12：表5-4-12 主要负荷统计表名称功率KW数量（台）功率因数COS电流A启动电流A1.2m绞车7510.87855950.8m绞车3010.8734238照明信号综保241210充电机1040.91177多级离心泵373（1用1备1修）0.840280潜水泵7.510.8963煤电钻1.220.8210局部扇风机112（1用1备）0.8813.292.4刮板机1710.87201401、变压器选择总负荷为P=75+30+2*4+10*4+37+7.5+1.2*2+11+17=227.9KW按掘进工作面（非掘进机的）取Kde=0.4，Cos=0.6Sc=KdeP/ Cos=0.4227.9/0.6=152 KVA应选取一台KBSG-200/6型隔爆干式变压器，二次电压690V，能满足要求。2、电缆选择井下所有在用的电缆必须选用矿用阻燃电缆。（1）A段电缆选择MY0.38/0.66-3*50+1*16，长度为1400m，其长时工作电流为Ig=Sca1000/（1.732Vn）=35A173A，满足载流量要求。（2）B段电缆选择MY0.38/0.66-3*35+1*16，长度为100m，其长时工作电流为Ig=Scb1000/（1.732Vn）=23.3A138A，满足载流量要求。（3）C段电缆选择MY0.38/0.66-3*35+1*16，长度为100m，其长时工作电流为Ig=Scc1000/（1.732Vn）=16.9A138A，满足载流量要求。（4）D段电缆选择MY0.38/0.66-3*50+1*16，长度为1400m，其长时工作电流为Ig=Scd1000/（1.732Vn）=28.3A173A，满足载流量要求。（5）E段电缆选择MY0.38/0.66-3*50+1*16，长度为930m，其长时工作电流为Ig=Sce1000/（1.732Vn）=30.3A173A，满足载流量要求。3、电压损失因设备支线电缆较短，可忽略不计(1)变压器电压损失V2N=690V式中 COSt变压器的功率因数0.65SINt与COSB对应的正弦值0.75Vr=PNT/10SN=1400/10200=0.7，Vs=4Vx2=Vs2-Vr2，得Vx=3.9变压器的负荷率=Sc/Sn=152/200=0.