煤矿+773运输顺槽掘进施工作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除编号：ZJ2013-01 白土窑煤矿+773运输顺槽掘 进 施 工 作 业 规 程工 程 名 称： +773水平运输顺槽 施 工 单 位： 综掘工区 工区 负责人： 编 制 人： 编 制 日 期: 2013年11月08日执 行 日 期: 2013年11月 日 目录第一章 工程概况（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 （4）第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 （4）第二节 煤（岩）层赋存特征 （4）第三节 地质构造 （6）第四节 水文地质 （6） 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 （7）第三节 支护设计 （7）第四节 支护工艺 （12）第四章 施工工艺 （14）第一节 施工方法 （14）第二节 破岩方式 （14）第三节 装、运煤方式（14）第四节 管线敷设 （15）第五节 设备及工具配备 （17） 第五章 劳动组织及主要技术指标 （18）第一节 劳动组织 （18）第二节 循环作业 （18）第三节 主要经济技术指标 （19）第六章 生产系统 （20）第一节 通风系统 （20）第二节 压风系统 （22）第三节 瓦斯防治 （22）第四节 综合防尘 （22）第五节 防灭火 （23）第六节 安全监测系统（23）第七节 供电系统 （24） 第八节 排水系统 （24）第九节 运输系统 （24）第十节 照明、通讯和信号（25） 第七章 安全技术措施 （25）第一节 一通三防管理 （25）第二节 顶板管理 （25）第三节 防治水管理 （32）第四节 机电管理 （33）第五节 运输管理 （36）第六节 掘进机的使用与管理 （39）第七节 其 它 （47）第八章 各项安全技术措施（47） 第一节 重物起吊（47）第二节 胶带输送机的使用管理规定（49）第三节 延长胶带输送机安全技术措施（53）第四节 局部通风机无计划停风安全技术措施（54）第九章 灾害预防与紧急避险（68） 第一节 灾害预防（68）第二节 紧急避灾（70）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+773运输顺槽。二、掘进目的及用途掘进目的是为准备采煤工作面，满足工作面通风、运输、出煤等的需要。三、巷道设计长度 巷道设计长度：1234.6m,已掘进372m,剩余862.6m。服务年限：约1.5年。四、巷道坡度 该巷沿B1煤层底板施工（预留2.5m厚底煤），要求巷道掘进时，每掘进20m探底煤厚度一次，预留底煤不得大于3m、不得小于2m。四、开竣工时间本掘进巷道自二0一三年十一月份开工，预计二0一四年三月份竣工。第二节 编写依据一、工程初步设计说明书 二、地质说明书 三、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程及矿下发的安全技术规定。 第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及临近采区开采情况1、掘进工作面相对地面位置在天山北麓、地面标高+1084.63m，工作面标高+773m，区域内的水体和建筑物对工程的影响不大。（见表1）2、由于该巷道位于采区中部，中上部均已开采，正常掘进期间压力不会太大，主要受矿山静压力影响。3、由于该采区中、上部均已开采，施工中受采空区水、火、瓦斯等对工程的影响。表1 井上下关系对照表水平、采区 +773采煤工作面工程名称 +773运输顺槽地面标高 1084.63（m） 工作面标高+773+830(m)地面的相对位置建筑物及其它 地面相对位置在西山北坡。井下相对位置对掘进巷道的影响该巷道掘进期间附近无采掘活动。临近采掘情况对掘进巷道的影响由于该采区中、上部均已开采，施工中受采空区水、火、瓦斯等对工程的影响。第二节 煤（岩）层赋存特征1、采面内B1煤层厚度较稳定，平均17.7米。东部稍薄，西部稍厚，不受断层影响，厚度变化不大，B1煤层上、下部均为块状硬煤，其直接顶为泥岩或沙质泥岩，西部为细沙岩至中砂岩。B1煤层单独分层，平均厚17.7米。上覆煤层为B2煤层，煤层厚度1.9-2.2米。根据地测部门提供资料，B1、B2煤层间距平均11.2米。2、预测煤层瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自燃发火期、煤尘爆炸指数、地温。表2 煤层特征情况表 指标单位参数备注煤层厚度（最大、最小/平均）米14.223.2m/17.7m局部受构造影响厚度变化较大煤层倾角（最大、最小/平均）度26煤层硬度（发育程度)ff小于或等于3煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）较发育自燃发火期y2.3绝对瓦斯涌出量M3/min1.31相对瓦斯涌出量M3/t4.18地温度22至24属地温正常地带 表3 煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石类别硬度f厚度岩性顶板基本顶44 m灰白色中细粒砂岩，具斜层理。直接顶46.8m灰及深灰色砂岩，中部常夹有砂质泥岩及薄层状页岩伪顶30.2m深灰及深灰色沙质泥岩，含植物化石碎片底板直接底 311m灰及深灰色沙质泥岩，含植物化石碎片老底3沙质泥岩第三节 地质构造根据图纸设计剖面，该巷道B1煤层厚度较稳定，平均17.7（m）,东部稍薄，北部、西部稍厚，不受断层影响，厚度变化不大，B1煤层上、下部均为块状硬煤。B1上覆煤层为B2煤层，B2煤层厚度1.9-2.2米。该巷道在掘进过程中，遇到裂隙顶板会出现淋水现象，系煤层顶板砂岩含水层水，对生产影响不大。 第四节 水文地质 区域内岩层含水量不大，没有大型蓄水构造，施工中巷道涌水主要是顶板淋水和生产涌水。上部采空区积水通过断层进入工作面，预计最大涌水量10m/h。 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 +773采面位于矿井中部，东接浅水河煤矿，西接矿井主井水平车场，地面位置在西山北坡，总体上呈南高北低态势。其地面标高为+1084.63m，工作面标高为+773m。工作面机风巷呈平行布置。该采面可采走向长度平均1234.6m，采长110m，平均采高14m，可采储量174万t。运输顺槽以坐标点作为巷中，按北偏西6822方位向前施工，直至切眼位置，总工程量为1234.6m，已掘进372m，剩余862.6m。附：巷道布置平面图 见图3-1第二节 矿压观测 1、观测对象：巷道顶板。2、观测内容：顶板深部离层和浅部离层、巷道顶底板及两帮相对位移量。3、观测方法：锚杆支护巷道每隔50m设置一个顶板离层仪和“十字”位移观测点，顶板破碎压力大的区段加密布置至20-30m建立一组。迎头后50m内的观测点每天观测一次，待观测数据稳定后，每三天观测一次，巷道每20-50m进行一次锚杆锚固力检测。4、数据处理：建立台账并根据观测数据如实填写观测记录，如果发现顶板离层仪及两帮位移量超过规定及时更改支护参数并对巷道进行加固处理。第三节 支护设计一、巷道断面断面形状为矩形，采用锚网索支护。B掘4.6m H掘3.05m S掘14.03m2。B净4.5m H净3.0m S净13.5m2。 附：支护断面图 见图3-2支护断面图 见图3-3二、支护方式（一）、临时支护：采用前探梁进行临时支护。前探梁用57mm壁厚10mm的无缝钢管制作，长度为3.5m，间距不大于1.8m，使用3根前探梁。前探梁用金属锚杆和吊环固定，吊环为80mm无缝钢管切割制作的钢环。在迎头第一排支护锚杆上（锚杆安装1h以上）挂上吊环，将无缝钢管从吊环内伸入迎头；在钢管前端上方放四块板梁，板梁规格：宽100厚50长2200mm，板梁上并排放六块方木，方木规格宽200厚30长1200mm，接实顶板，使迎头方木接顶密实。支设前探梁时，施工人员必须站在支护完好的区域，不得进入空顶区，并严格执行敲帮问顶制度。执行敲帮问顶制度时，必须两人一组，一人操作，一人监护，监护人应站在操作人的侧后方，并随时观察顶板和退路，并保证退路畅通。（二）永久支护 采用锚网梯索支护,顶板及左帮采用182200mm的全螺纹钢锚杆，20001000mm的 8#金属网，顶板安设五排锚杆，间排距为900900mm，网片之间搭接一个网格，每间隔200mm用16#扎丝绑扎一道。右帮采用182200mm的玻璃钢锚杆，网片采用钢丝塑料网，帮部每侧安设三排锚杆，间排距为1000900mm，最下排锚杆距底板不大于600mm。锚索采用15.27000mm的钢绞线，采用“12121”布置，间距为18002400mm。树脂锚固剂型号为CK2360mm，每根锚杆采用一卷树脂药卷锚固，扭矩力为100N.m，顶板锚杆锚固力为120KN，帮部锚杆锚固力为80KN。锚杆托盘为正方形，规格为长宽15015012mm。每根锚索采用三卷树脂药卷锚固，张紧力不小于200KN。锚杆托盘为正方形，规格为长宽20020012mm。按悬吊理论计算锚杆参数： 锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2 = 20.77 + 0.5 + 0.1 2.14m式中：L 锚杆长度，m； K 安全系数，一般取K = 2； L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，取0.5m； L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m； 其中：H B/2f 4.6/（23） 0.77m式中：B 巷道开掘宽度，取4.9m； f 煤坚固性系数，取f = 3； 锚杆间距、排距计算：a 1.62 m式中： K 安全系数，一般取K = 2； Q 锚杆设计锚固力，120kN/根；H B/2f 4.6/（23） 0.77mr 被悬吊煤的密度，取30kN/m3；通过以上计算，巷道顶板支护选用182200mm的全螺纹钢锚杆，锚杆间排距为900900mm，能满足支护需要。（三）巷道工程质量规定（1）工程质量标准：巷道工程质量规定表，见表31。 巷 道 工 程 质 量 规 定 表 表31项目质量标准 (mm) 部位巷道规格(mm)巷道净宽左帮（以巷道中线为准） 0+150巷 顶2250巷 中2250巷 底2250右帮（以巷道中线为准） 0+150巷 顶2250巷 中2250巷 底2250巷道净高 0+150 全 高 3000锚杆扭矩力顶 板100Nm两 帮100Nm锚杆锚固力顶 板120KN两 帮80KN锚杆间排距允许偏差顶 板900900 100两 帮1000900锚杆外露长度1040锚杆角度 90，偏差15工业卫生 清洁卫生（2）、风筒、管线：风筒靠巷道右帮布置，距顶板200mm，距迎头不大于10m，要求吊挂平直，逢环必挂。压风、供水、排水管路与风筒同帮敷设，且无跑、冒、滴、漏现象，风上水下，排水管距底板800mm，风、水管上下间隔200mm，每3m一个吊点。风管100m、水管每50m设一个三通。电缆靠巷道左帮布置，距底板1600mm，电缆钩按1.5-2.0m布置一个。电缆钩安设不得歪斜，固定牢固。（3）、文明卫生标准：（a）、皮带机头、机尾、皮带两侧、皮带下无浮矸、杂物；风水管使用专用钩吊挂整齐，符合要求。（b）、巷道内积水或淤泥长不得超过5m，深不得超过0.1m；低洼点积水及时排出。（c）、所有物料应沿巷道一侧摆放，宽度1.2m，严禁超宽摆放。料场要分类分区存放，不得间隔穿插摆放。所有材料必须上架，同种材料两头齐，不同的一头齐，误差50mm，物料摆放要保持0.3m以上的间隙。所有物料必须挂牌管理，牌板悬挂整齐。（d）、迎头临时料场应设置在距离迎头100m范围内，且必须分类、分规格靠帮码放排列整齐。（e）、巷道内无失爆电器设备，达到完好标准，各种保护齐全，设备安装位置合理，卫生清洁，开关上架，外侧整齐。（4）锚索安装质量（a）钻眼及安装机具：打锚索孔及安装锚索均采用风动锚杆钻机、中空六棱钻杆、羊角钻头；弹性顶压张拉千斤顶及隔爆电动油泵。（b）锚索孔打设：按设计位置定出锚索孔位，打眼必须严格控制眼孔深度及位置，预量钢钎长度，确保眼孔深度比锚索钢绞线长度短300450mm。锚索孔深入顶板坚硬稳定岩层不少于2000mm，眼孔孔钻深度符合要求后，开大水门，来回串钎，将锚索孔内的煤（岩）粉冲洗干净再退下锚杆机，拔出钎杆。（c）锚索安装：打完眼后，逐卷装入树脂药卷（每孔使用三卷树脂锚固剂,一卷CK2360型在上，两卷Z2360型在下），用锚索将药卷逐卷轻推至孔底，启动锚杆机边推进边搅拌，搅拌时间为2530s，搅拌充分后，停止搅拌约3050s待药卷凝固后退下锚杆机，上托盘、锁具，用千斤顶和电动油泵张紧，设计预紧力10T（电动油泵压力表示数28MPa）。锚索外露长度为150350mm。（d）工艺流程：定出锚索孔位置打锚索孔逐卷装填三卷树脂锚固剂用钢绞线将锚固剂逐卷送至眼底接上搅拌器并插入锚杆机内连续搅拌2530s左右静止3050s后退下锚杆机药卷凝固后穿上托盘及锁具联接千斤顶于油泵上穿上千斤顶开启油泵拉张至设计拉力。第四节 支护工艺一、支护材料：锚杆采用全螺纹钢锚杆和玻璃钢锚杆，直径18mm，长度2200mm，每根锚杆均用1根CK2360型树脂锚固剂固定，锚固长度不少于500mm，锚杆外露1040mm。托盘为方形，150150mm，用6mm钢板压制成弧。树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为600mm。网片采用8#金属网和钢丝塑料网，网片之间要压茬连接，搭接100mm，相邻两块网之间用16铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。二、巷道施工方法及要求：（1）采用掘进机施工。使用掘进机施工时，采用EBZ135型掘进机掘进，皮带外运。迎头采用单班正规循环作业，每小班10个循环，每个循环截割进尺0.5m，掘进的同时每个班有专人运料、清理浮煤、管线敷设等。施工时，必须严格按照机器的截割顺序进行操作：正常情况下按下列程序截割，截割巷道断面的正确顺序是：先从中部左帮钻进开切，当截割头达到预定的给进速度后，向右横掏槽开出一个自由面，由上向下，从左帮到右帮呈“Z”型切割，直到巷道底板；然后再从煤岩交界面处向上呈“Z”型截割，直到巷道顶板。（2）敲帮问顶、排除顶帮活煤：人员站在安全地点使用长把工具作业，及时找下顶帮伞檐活煤，操作时必须一人观察一人进行操作，观察人员必须站在操作人员的侧后方，并清理好退路。（3）临时支护：穿前探梁、上吊环时首先人员站在永久支护下，将前探梁探至空顶区内，在钢管前端上方放两块板梁，板梁上并排放六块方木，接实顶板，使迎头方木接顶密实。（4）打顶锚杆：使用锚杆钻机打眼、安装。确定打眼位置，先开水阀门，再开钻钻眼，按要求深度完成钻眼作业，每一固定钻位允许钻2个孔。插入一卷锚固剂，锚杆钻机上安装专用套筒扳手，锚杆上两个螺母反拧，将锚杆插入锚杆眼内，先把锚固剂送入眼底，然后边推进边搅拌，搅拌时间为1530秒，搅拌完毕后再等待30秒以上，拧下螺母，铺设顶网，上好锚杆托盘，10分钟后用套筒扳手拧紧螺母，拧紧力矩为100Nm，使金属网紧贴岩面，完成顶部锚杆安装。截割后必须立即进行临时支护，在临时支护掩护下进行永久支护，因积渣较多不能先永久支护的，可以先出渣，但出渣量限定为以不妨碍进行永久支护为条件，余渣等永久支护完毕后再出。（5）出渣：将迎头煤用掘进机扒出。（6）刷齐两帮：按照巷道施工中线刷齐两帮。（7）打帮锚杆：用风钻或风煤钻（全煤）打设帮部锚杆，专人点眼，完成钻眼工作，用吹眼器吹出孔内的煤（岩）粉和余水，插入一卷锚固剂，锚杆钻机上安装专用套筒扳手，锚杆上两个螺母反拧，将锚杆插入锚杆眼内，先把锚固剂送入眼底，然后边推进边搅拌，搅拌时间为1530秒，搅拌完毕后再等待30秒以上，拧下螺母，铺设帮网，上好锚杆托盘，10分钟后用套筒扳手拧紧螺母，拧紧力矩为100Nm，使金属网及托盘紧贴煤面，完成帮部锚杆安装。（8）清理整修：将风煤钻、锚杆钻机等工具后移靠帮放置，迎头剩余支护材料后撤，观察顶帮支护情况，不合格的重新整改。三、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中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，确认安全后方可进行打眼工作，使用风钻打锚杆眼，锚杆垂直岩面布设，与岩面夹角不小于65。确定打眼位置，先开水，再开风，按要求深度完成钻眼作业，每一固定钻位允许钻2个孔。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25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，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼的顺序，应由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，插入一块锚固剂，在风煤钻上安装专用套筒扳手，锚杆上两个螺丝反拧，将锚杆插入锚杆眼内，边推进边搅拌。（搅拌时间、等待时间均不小于15秒），卸下螺母上好锚杆托盘，拧上螺母，10分钟后用扳手拧紧螺母，锚杆拧紧力矩为100Nm ，使托盘紧贴岩面，锚杆盘紧贴岩面不得任意转动，锚杆外露长度10-40mm。完成锚杆安装。3、巷道涌水的处理巷道顶帮淋水处理：淋水集中时在淋水处用风钻打一个眼孔，在眼孔内插入一段压风胶管，使淋水由胶管集中流出引入排水硐室；淋水不集中时采用搭设雨棚的方法集中淋水引入临时水沟，用水泵排出。5、支护材料每米用量锚杆12.2套、锚索0.625套，树脂锚固剂14.1卷、金属网10.7 m2 附：截割轨迹图 图3-4第四章 施工工艺第一节 施工方法1、施工方法采用掘进机施工。2、施工工艺： 掘进机施工：交接班安全检查敲帮问顶校对中线洒水防尘、截割、出煤（岩）敲帮问顶、安全检查校对中线永久支护。机掘循环进尺0.5米。 第二节 破岩方式采用掘进机截割头进行截割煤岩，若发生地质变化或施工硐室采用爆破法施工。 第三节 装、运煤方式 一、装煤方式使用掘进机装煤。二、运输方式EBZ-135掘进机将迎头煤矸扒至二运，然后运至该顺槽皮带输送机上，经皮带直接卸载至主井煤仓。第四节 管线敷设管路无跑、冒、滴、漏现象，风管每隔100m、水管每隔50m设一个三通和一个闸阀。电缆钩按规定安设，下沿距底板1600mm，电缆钩安设不得歪斜，固定牢固，电缆钩间距为1.5-2m且间距均匀，固定于帮部吊挂钩上。风筒要环环吊挂，吊挂平直，风筒口距迎头不大于10m。风水管、排水管按规定悬挂在一起。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。电缆垂度不超过50mm。风水管要接口严密，不得出现漏风、漏水现象，风水管距迎头20m范围内使用软管，20m外使用89钢管，并随工作面前进及时接长，以备迎头正常使用。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于6m。第五节 设备及工具配备 工作面设备配备情况表 表41序号设备工具名称型号规格单位数量备注1掘进机EBZ-135台12奥钻MQT120/2.5台23胶带输送机CSPJ-800部14风 钻YT28部65风 镐G10部36局 扇FBDNQ5.6/211KW台2一台备用7水 泵7.5KW台18水 泵22KW台29水 泵30KW台110风钻钻杆2.3m、1.8 m根各1011钻 头42mm、32mm个1012钳 子把313扳 手把314小 锨把10第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八个小时）组织生产。每班10个循环，每天30个循环。附： 劳动组织表 见表5-1 劳动组织表 表51工 种出 勤 人 数备 注早 班中 班夜 班合计掘进机司机1113搬运工55515支护工2229兼胶带输送机司机2226清理工1113质检员1113兼队 长1113合计10101030第二节 循环作业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，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附：正规循环作业图表 见表52第三节 主要技术经济指标 技术经济指标表 表53序号项目单位 断面规格 备注1循环在册人数人122循环出勤人数人103出勤率%834循环进度m0.55效 率m/工0.56月循环次数个600按25天计算7月进度m3008循环率%679锚 杆 根/m12.210锚 索根/m0.62511树脂药卷支/m14.112金属网m/m210.7第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风。局部通风机安设在皮带巷与总回风上山交叉点不低于10m的新鲜风流中，最长供风距离1300m。一、掘进工作面风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须选取其中最大值。1、按瓦斯涌出量计算：Q掘瓦100掘瓦k掘瓦式中：Q掘瓦掘进工作面稀释瓦斯所需风量，m3 /min；100瓦斯浓度为1.0%时的倒数；q掘瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，1.31 m3/min；k掘瓦掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.52.0。本掘进工作面取1.8Q掘瓦1001.311.8 = 235.8 m3/min2、按二氧化碳涌出量计算：Q掘碳67q掘碳K掘碳 式中：Q掘碳掘进工作面稀释二氧化碳所需风量，m3 /min；67二氧化碳浓度为1.5%时的倒数；q掘碳掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，1.05 m3/min；K掘碳掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，一般可取1.52.0；本掘进工作面取1.8Q掘碳671.051.8= 126.63m3/min3、按人数计算：Q掘人4N掘式中：Q掘人掘进面人员呼吸所需风量，m3 /min；4每人每分钟供给的最低风量标准，m3 /（min.人）；N掘掘进工作面同时工作的最多人数，人。Q掘人42080m3/min4、按最低风速计算：全煤掘进工作面的最低风量：Q掘min 15S掘式中：Q掘min掘进工作面最低需风量，m3 /min；15全煤掘进工作面最低允许风速，m/min；S掘掘进工作面巷道过风断面，m2。 Q掘min 1514.03 210.45(m3/min)5、确定掘进工作面迎头需风量：Q掘迎MaxQ掘瓦, Q掘碳, Q掘人, Q掘min式中：Q掘迎掘进工作面迎头需风量，m3/min； Max求最大值符号，即从括号内各项中，选取一个最大值；Q掘迎Max235.8, 126.63, 80, 210.45235.8m3/min6、根据局部通风机实际吸入风量计算需风量：煤巷：Q掘Q扇IK=235.811.2=282.96 m3/min式中：Q掘局部通风机实际吸风量，m3/min；I工作面通风的局部通风机台数。 7、按风速进行验算：根据煤矿安全规程规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面风量应满足：15S掘Q掘迎240S掘式中：S掘掘进工作面巷道过风断面，m2；15S掘 1514.03210.45m3/min， 24014.033367.2m3/min满足要求。 8、局部通风机选型： 通过以上计算，工作面风机供风处配风量不得小于282.96 m3/min。因该巷道通风距离长，随着巷道的掘进，通风阻力增大，风量损失增大，为保证迎头供风量，故选用FBDNQ5.6/211KW对旋风机，800mm抗静电阻燃风筒进行供风。 三、局部通风机的安装地点和通风系统1、局部通风机的安装地点：局部通风机安设在风机皮带巷与回风上山交叉点以西20m至30m处的新鲜风流中。风机必须有专用线路供电，风机闭锁及漏电保护正常使用。风机吸风口至掘进工作面回风口巷道的风速不得低于0.15m/s。2、通风系统：新鲜风：主井本巷掘进迎头。乏 风：迎头本巷轨道上山+850大巷+850轨道上山+900大巷副井底副井地面。附：通风系统示意图 图6-1第二节 压风系统由地面及主井井筒底三通阀门处接87mm的风管接至工作面，供生产用压风。第三节 瓦斯防治1、班组长必须班班佩戴便携式瓦斯报警仪，悬挂在工作面风筒口末端向外5米的回风流中。并使之处于工作状态。2、回风巷口处安设甲烷传感器、一氧化碳传感器，其报警浓度按煤矿安全规程规定执行。3、便携式瓦斯报警仪悬挂在工作面风筒口末端向外5米的回风流中，并使之处于工作状态。 4、施工中，若CH4、CO浓度超过煤矿安全规程规定值时，必须停止作业，撤出人员，切断工作面的供电电源，汇报矿调度室。5、所有施工人员必须佩戴ZH-30隔绝式化学氧自救器，并能正确使用。 第四节 综合防尘迎头掘进及防尘用水均由地面高压水，通过供水管路供给。供水和防尘系统为一路管路。永久供水管路选用87mm水管，每隔50m设一闸阀和一三通。距掘进工作面迎头不大于50m处设置一道能封闭全断面的手动净化水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的手动净化水幕，各转载点均设置自动喷雾装置。迎头30m内每班洒水一次，30m外每周洒水一次。定期冲洗巷道、风筒及风水管。采用湿式打眼、冲刷巷帮、净化风流、个人防护等综合防尘措施。第五节 防灭火防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾，所有皮带机头必须配备成套灭火器具，包括两台干粉灭火器、两个消防桶、两把消防锨和一箱消防沙。应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。防火水源与供水和防尘系统为一路管路。永久供水管路采用57 mm水管。供水管路每隔50m设一三通和一闸阀。防火措施：1、保证迎头供风良好，风量充足，风筒不漏风。2、加强顶板管理和巷帮管理，防止顶板冒落和片帮、空肩现象的发生，消除发火隐患。3、巷道浮煤及时清理干净，及时除尘。4、加强机电设备管理，消除电器失爆。5、施工过程中要每班检查煤层及巷道的温度、气体变化，发现问题及时上报矿调度室。6、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉、干粉灭火器灭火。7、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边不燃物、水、灭火器灭火。8、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。 第六节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区长、技术员、带工队长等生产管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，报警浓度为1.0%。对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象必须立即停止工作，撤出人员，进行处理。2、当班的带工队长下井必须携带便携式甲烷报警仪，每个施工班组（由组长管理）配备一部便携式甲烷报警仪并把常开的报警仪挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时必须立即停止工作，撤出人员，进行处理。3、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点10m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。4、“一炮三检”兼职瓦检员下井必须携带光学瓦检仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面必须设置甲烷传感器。2、甲烷传感器安设位置数量及位置：在距迎头不大于5m非风筒风口侧安装1部甲烷传感器T1，在掘进工作面回风流中距巷道回风口1015m处安装另1部甲烷传感器T2。3、T1、T2报警浓度均为1.0%CH4，T1断电浓度为1.5%CH4，T2断电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进工作面及回风巷全部非本质安全型电气设备，复电浓度均为0.5%CH4 。一氧化碳报警浓度为24PPm。风机必须实现风电闭锁。4、瓦斯检测传感器应布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。5、当掘进工作面瓦斯浓度超过1.0%时，必须停止工作，停电并通知顺槽内施工的所有人员撤出，汇报调度室，由通防部门派人处理。6、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次，在井下连续工作6个月必须上井大修。便携式甲烷报警仪、甲烷传感器每隔7天必须调校一次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。第七节 供电系统该迎头掘进施工中，电源来自井下中央变电所，接变电所低总开关供给，由变电所10KV高压经该迎头400KVA移变调压至660V后，用电缆经过综合保护开关,供迎头各机械设备用，电缆吊挂要牢固整齐。配电点设置在距离迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。第八节 排水系统迎头涌水使用功率为7.5KW、扬程为30m的水泵1台，功率为22KW、扬程为35m或功率为30KW、扬程为50m的水泵1台依次向外接力排水，迎头采用108m管路排水。在巷道低洼处设临时水窝，利用临时水沟，将巷道内的积水引至临时水窝。排水路线：巷道积水窝本巷轨道上山+800水平轨道运输巷水仓地面。第九节 运输系统1、掘进出煤运输方式：掘进机将迎头煤矸扒至胶带输送机后，经皮带直接卸载至主井矸石煤仓。2、材料运输方式：材料从副井入井后，采用1t标准矿车运输至回风下山，再经井底车场后由人工运至施工迎头。运输系统 ：（1）运煤：迎头本巷皮带巷煤仓主井地面。 （2）运料：地面 副井 回风下山井底车场 本巷迎头。 第十节 照明、通讯和信号在巷道内每隔50米安装一个防爆照明灯。掘进工作面局扇处和迎头各安装一部电话，供井上、下联系。 第七章 安全技术措施第一节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，环环必挂，不得有拖地、脱节、破口现象，矿车和设备不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不小于10m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3%。3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准同时打开风门，不准挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。4、掘进工作面内无论作业与否或交接班时，局部通风机都不得停止运转。局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因故停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且在局部通风机及开关附近1Om以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。局部通风机无计划停风执行局部通风机无计划停风安全技术措施。6、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，与工作面分开供电。局部通风机必须使用专用变压器、专用线路、专用开关供电，并使用双风机（一用一备）、双电源自动切换系统。7、放炮时迎头使用一节抗爆风筒，爆破时不准撤迎头风筒，炮烟没吹净时不得进入掘进工作面，防止炮烟熏人。8、爆破完毕，待迎头炮烟吹净后（炮烟吹过警戒线），班组长、爆破工和瓦斯检查员方可进入爆破地点巡查及检查瓦斯。9、掘进工作面安装放炮喷雾装置，每次放炮时喷雾装置必须保证能够喷到迎头。10、任何人不得破坏通防设施。11、严格瓦斯检查制度，瓦斯检查员必须严格遵守巡回检查制度、签字制度，每班巡检次数不少于两次。当掘进工作面瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时或一氧化碳浓度超过24PPm时，必须停止工作，撤出人员，进行处理。12、瓦斯检查牌板距掘进工作面的距离不得超过50m。13、任何人不得随意停开局部通风机，临时停工地点不得停风。掘进工作面长时间停工需停风时，必须先将掘进工作面的所有工具、设备撤走，通知业务科室、测量人员验收填图后，由通防工区负责打好栅栏或进行封闭，并悬挂“禁止入内”牌，才可拆除局部通风机和风筒。14、迎头风量不足，防尘设施不齐全，不得施工。15、巷道内隔爆水棚必须符合下列规定：（1）水棚组的用水量按巷道断面计算不得少于200Lm2；（2）水棚的排间距应为1.23.0m，水棚的长度不得小于20m;（3）水棚的靠近迎头的一排水袋距迎头的距离为60200m；（4）掘进工作面掘进长度小于200m时可不安设；（5）水棚应安设在巷道的直线段；（6）水棚的水槽应采用横向（长边垂直于巷道走向）嵌入式安装；（7）水槽排中的水袋，占据巷道宽度的和与巷道最大宽度比例为：断面积小于10m2时，至少是50，断面积大于等于10m2时，至少是65；（8）横向水袋之间的间隙与水槽同巷壁之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况不得大于1.8m，两水袋之间的间隙不得大于1.2m；（9）水棚距离顶、两帮之间的间隙不得小于100mm，组棚内的各排水棚的安装高度应保持高度一致，棚区的巷道需要挑顶时，其断面与形状应与其前后各20m的巷道保持一致。二、防尘管理1、坚持湿打眼，杜绝干打眼，爆破使用水炮泥，打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。3、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕，爆破工在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮后并等炮烟散净后关闭喷雾。巷道开门处必须安装一道净化水幕，爆破前及装煤时必须打开水幕降尘。4、掘进迎头的回风口混合风流处20m内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。5、掘进工作面距迎头不大于610m处安装放炮喷雾装置，每次放炮后喷雾装置必须保证能够喷到迎头。6、巷道每周冲刷一次，巷道内及风筒、管线、电气设备上无粉尘积聚现象。7、防尘管路必须接至迎头，每50m设一个三通和闸阀，以便及时降尘。三、防火管理巷道掘进，采用风钻打眼，锚网梯支护，刮板输送机、胶带输送机运输，爆破喷雾降尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、确保迎头供风良好，风量充足，风筒不漏风。2、加强顶板管理和巷帮管理，防止顶板冒落和片帮、空肩现象的发生，消除发火隐患。3、巷道浮煤及时清理干净，及时除尘，每周冲刷一次煤帮。4、加强机电设备管理，消除电器失爆。5、施工过程中要每班检查煤层及巷道的温度、气体变化，发现问题及时上报矿调度室。6、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉、干粉灭火器灭火。7、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边不燃物、水、灭火器灭火。8、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。9、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、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，并迅速报告生产值班室和矿调度室，并应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。10、处理火灾事故中，必须制定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向