9#回风大巷作业规程1.doc

第一章 概 况第一节 概述一、巷道名称、位置及相邻关系本巷道为9#煤层北采区的回风巷道，位于9#轨道下山以北，东南为9#轨道下山，西邻兴无煤业有限公司，相对地面标高905-965m。二、巷道性质及坡度、方位9#回风大巷为半煤岩巷道，沿9#煤层顶板掘进，保持高度2.7m，揭底1.2-1.3m。根据已揭露的煤层推测，预计坡度48，巷道设计方位角为3271500。三、设计长度、服务年限该回风大巷设计长度为900m，为永久服务年限。设计为矩形断面，宽为4m，高为2.7m，煤层平均厚度为1.7-1.8m，为半煤岩巷道，揭底1.2-1.3 m。动用储量为15309t，掘进煤量为9639t。四、开竣工时间2010年 月 日开工，2010年 月 日竣工。附图1：巷道布置平面图第二节 编写依据一、地质说明书 本掘进工作面所掘地质资料的依据为精查地质报告和相邻工作面地质说明书。二、矿压观测资料 参考本矿8#煤层已投入使用的有关矿压观测数据分析结论。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近开采情况工作面位置及井上下关系见表1表1 井上下对照关系表水平、采区9煤层 一采区工程名称9#回风大巷地面标高881959m井下标高788.9-807.9地面的相对位置建筑物、小井及其他本巷道地面相对位置：北为庄上村庄，南为庄上北部农田，西为兴无煤矿有限责任公司，东为庄上农田；地面前300m无建筑物，后600m横穿庄上村庄。邻近采掘情况对掘进巷道的影响 该条大巷东为9#北采区轨道（皮带）大巷，南为9#煤层轨道下山，西为9#煤层实体，北为煤层实体；根据9#煤层开拓揭露情况和四邻调查情况分析，本段煤层基本稳定。 第二节 煤层特征工作面煤层情况见表2表2 煤层情况表煤层厚度1.71.8m煤层结构走向东南-北西,。煤层倾角（）4060开采煤层#硬度F=1.5煤种瘦煤稳定程度稳定煤层情况描述该回风大巷煤层厚度1.71.8m,平均厚度1.75m，中间含一层岩夹矸，夹矸厚度0.510cm，夹矸上部煤层厚1.4m，下部煤层厚0.3m，煤层顶部有一层0.1-0.3伪顶。无断层、陷落柱、煤层赋存基本稳定，对开拓无影响。工作面煤层顶底板见表3表3 工作面煤层顶底板顶底板名称岩石名称厚度/m特 征老 顶细 砂 岩3.68.5细粒砂岩直接顶灰黑色泥岩0.53.6质地细腻，节理裂隙发育，局部地段为砂质泥岩伪 顶泥 岩0.10.3性脆、节理发育、随采随落直接底泥 岩2.83.0质地细腻，节理裂隙发育，遇水膨胀老 底灰黑色泥岩岩5.06.0含植物化石及黄铁矿结核附图2：工作面煤层柱状图第三节 地质构造一、本工作面构造总体为单斜构造，根据邻近工作面及开拓巷道实际揭露资料显示，该段地质条件相对简单，无断层、陷落柱、煤层赋存基本稳定。二、影响掘进的其它地质因素见表4表4 影响掘进的其他地质情况表瓦 斯相对涌出量6.14m3/t ,绝对涌出量1.33m3/min,低瓦斯矿CO2相对涌出量8.54 m3/t ，绝对涌出量1.85 m3/min,煤尘爆炸指数具有爆炸性煤的自燃倾向性自燃地 温 危 害无冲击地压危害无 以上数据均依据晋煤安发【2009】88号关于吕梁市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复。第四节 水文地质一、工作面水源分析1、该回风大巷工作面水文地质条件简单，9#煤层顶板均为弱含水层，主要充水水源为采空积水、大气降水、地表渗透，补给量有限，但因8#煤层采动引起地表塌陷，加之本段煤层坡度较大，生产用水、松散层孔隙水等，可能聚集在工作面，应加强工作面顶、帮管理，采区巷道防滑措施和做好巷道排水准备工作。前段掘进时部分段锚杆、锚索孔内有淋滴水现象，预计为0.2-0.3m3/h，故必要时预先配置耐酸防爆潜水泵，水涡应开在下壁，也可在巷道底凹处打水坑设置排水。如水量不大时也可由工作面刮板带出。2、该回风大巷西面为本矿煤层实体，据调查及相关资料本巷道距柏林坑口采空区较近，开拓本巷道时要特别注意水患的影响，必须坚持有掘必探的原则，为了我矿安全生产，必须严格按照探放水设计方案进行探放水。（具体见探放水方案和设计）二、涌水量1、 正常涌水量10 m3/d2、 最大涌水量20 m3/d第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本巷道为9#北采区的回风大巷，巷道为矩形断面，巷道净宽4m，净高2.7m，沿煤层顶板掘进，在轨道下山末尾处开口,按3271500的方位角开拓，开拓长度为 900 m。第二节 矿压观测根据锚杆支护技术规范的要求，对该开拓大巷要进行顶板离层监测，顶底和两帮移近量监测，锚杆和锚索载荷监测。一、观测对象：9#北采区回风大巷。 二、观测内容：用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测，用测力计观测锚索受力情况。用顶板离层仪观察顶板位移量，在顶部设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，即顶、底板移近量。观测内容见表5。表5 矿压观察内容、目的及手段一览表序号观察项目观 测 目 的测试方法1巷道浅部顶板移近量顶层0-4m煤层及岩层变化量观察浅层离层仪读数2巷道深部顶板移近量顶层4-8m顶板变化情况观察浅层离层仪读数3顶板相对移近量顶板移近量在标记点间用钢尺量4锚索载荷是否达到设计要求使用锚索拉力器5锚杆锚固力是否达到设计要求使用锚杆拉力器三、观测方法：1、测点布置：矿压观测站在各巷道开口50m处安设第一站，以后每掘进50m，距迎头6m8m安设一个WBY顶板离层仪，且每个观测站的顶板离层仪安装在巷道顶板中间。2、离层仪安装前在测点位置用锚杆机垂直顶板打一个直径为28mm、深度为6m的钻孔，然后用锚杆机将钢丝绳及锚头顶进钻孔内并安装好。安装离层仪要两人配合进行，一个负责安装，另一个负责观察顶板和周围情况，并协调安装。3、顶板离层仪安装好后必须挂牌管理，牌板上的观测数据要齐全、准确、及时。4、顶板离层仪安装后，由队技术员负责在距离迎头100m范围内的离层仪每天观测一次，100m以外的每周观测一次（若顶板压力较大，继续每天观测，直到顶板岩层稳定），停掘时也要观测数据。5、任何人不得随意损坏离层仪。施工时，避免碰撞离层仪，以免影响离层仪读数精度。6、用测力器检测顶、帮锚杆及锚索的锚固力，用力距扳手检查扭力是否达到要求。每月1、10、20号进行拉拨测试，且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册并挂牌。四、数据处理 由队技术员配合负责人测试，观察记录归技术科分析判断，并上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断修改设计补充措施，指导施工。所需仪器数量见表6。表6 顶板离层监测所需仪器序号名称数量备注1测杆42离层指示仪20套10套备用3锚杆拉力器4套2套备用4锚索拉力器4台2套备用5力矩板手4把2把备用 为准确掌握巷道围岩的变形规律，在开拓开始时应及时进行巷道围岩表面位移观察。第三节 支护设计一、确定巷道支护形式根据钻孔的柱状资料分析， 我矿9#煤顶板直接顶为黑色泥岩，厚度0.5-3.6m，老顶为细砂岩，属较稳定岩层，呈层状，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强锚索做铺助支护。初步确定两巷顶板采用锚杆菱形金属网W型钢带锚索联合支护顶板，两帮采用铁锚杆护帮梯则梁。二、巷道断面该回风大巷为矩形断面，高宽=2.7m4m有效断面10.8m2.（详见巷道断面图）说明：巷道高度如顶板在完好的情况下，按照设计执行；如遇巷道顶板较破碎极不稳定的情况下，则视具体情况而定。在支护顶板时，必须先处理掉活矸或危岩后，再进行支护，并且支护必须紧贴顶板。三、支护参数设计1）设计方法：根据同煤层已经投入使用大巷的经验数据，采用工程类比法进行该工作面锚杆支护设计。2）采用类比法合理选择支护参数根据同煤层领近巷道的支护经验，顶锚杆采用20mm2200mm的螺纹锚杆，间距850mm，排距800mm；帮锚杆采用20mm2500mm麻花锚杆，间距为700mm，排距为800mm，注意间排距问题。 顶锚杆锚固力不小于 70KN,扭力矩不小于100N.m；帮锚杆锚固力不小于30KN,扭力矩不小于60N.m；锚索预紧力不小于 120KN，锚固力不小于230KN。3）采用计算法校核支护参数A、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中L锚杆总长mL1锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度螺母厚度取0.020.05m，顶锚杆取0.05m，帮锚杆取0.15m）L2有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚取煤帮破碎深度c）m。L3锚入岩层内深度（顶锚杆取1.4m，帮锚杆取0.6m）普氏免压拱高。b = B /2+Htan(45-帮/2)f 顶式中B巷道掘进垮度B=4m。 H高度2.7mf顶顶板岩石普压系数取f=3W帮两帮围岩的内摩擦角7134查表得b =4000/2+2700tan(45-7134/2) /3=780mmC=2700tan(45-7134/2)/3=196mm依据上述公式计算得出顶锚杆长L顶50+780+800=1630mm帮锚杆长L帮150+196+800=1146mm经以上计算开拓所选锚杆长度2000mm能满足理论要求。B、按锚杆所能悬吊的重量校核，锚杆间排距每根锚杆悬吊岩体重G=rL2a2,锚杆锚固力应能承担G的重量，为了安全起见，再考虑安全系数K，取K=2QKGQKrL2a2a2 a1.624ma锚杆间排距Q所选顶锚杆的锚固力100KNK安全系数取2R岩体容重25KN/m3L2锚杆有效长度经以上计算得a1.624,所选锚杆间距800mm能满足理论要求。C、悬吊理论校核锚索排距 计算巷道顶板潜在冒落高度H= 式中H潜在冒落高度2.7mB巷道宽度4mK顶板岩性系数，取K=0.35f直接顶普氏系数，取f=3则H=3.5/0.353=3.33 潜在冒落拱面积为S=4/3B/2H=7.52巷道每米长度范围内冒落岩体重量为T=Sr 1=4.962.51=12.4t/m 锚索极限承载力 Nt=230KN 单根锚索所能承担的冒落长度为H= = =18.5m 锚索的理论支护密度为X=0.5BHDm r/FBD 式中：X锚索支护理论密度根/m2B巷道宽度B=4mH顶板冒落高度2.33mDm锚杆排距Dm=0.8mr冒落顶板岩石重量25KN/m3 F锚索极限承载力230KNX=0.543.330.825/23040.8=0.16根/m2 X实=4/3.53.1=0.37根安全系数K=0.595/0.16=4.32因此，综上所述，通过悬吊作用和悬吊理论采用计算法，对开拓工作面的锚杆、锚索的支护设计进行了校核，证明该支护设计均能满足理论要求。 具体见表7表7 质量标准与检验表 项目设计尺寸、数量允许偏差巷道净宽40005050巷道净高270050优良050锚杆扭矩力N.m顶100符合设计帮60符合设计锚杆间排距误差+100顶800800合格50帮800700合格50顶锚杆锚固力/KN顶100符合设计帮锚杆锚固力/N.M 帮60符合设计锚杆角度（）见附图+5顶锚杆外露长度50合格，优良50锚索初锚力/KN120符合设计锚索处露长度350允许偏差100第四节 支护工艺一、 支护形式及材料规格 1、支护形式：（1）巷道顶板采用W型钢带、锚索、锚杆、菱形网联合支护。（2）两帮采用菱形网、树脂锚杆、梯则梁支护。2、支护材料规格：1）顶锚杆采用直径为20mm，长度2200mm的螺纹锚杆，间距1000mm，排拒为800mm，每根锚杆采用一根MSCK2340mm型快速树脂锚固剂和一根MSCK2360型中速树脂锚固剂。中间三根锚杆垂直顶板打设，两角两根锚杆分别外露15支设。顶锚杆扭矩力不低于100Nm，锚固力部小于100KN（25Wpa），菱形金属网格为50001000mm，采用8号铁丝编制，钢带采用长为4m的5眼W型钢带。2）锚索采用15.6mm，长为6m的1860级钢绞丝，沿钢带两边第二眼左右交替成“W”布置，间距为2.4m在巷道各交叉口处钢带两边第二眼以及顶板破碎处补打锚索，每根锚索采用一根MSCK2340型快速树脂锚固剂和两根MSCK型中速树脂锚固剂。锚索张开预警紧力不小于120KN（30Wpa）,承载能力不小于230KN（57.5Mpa）。3）两帮采用可回收铁锚杆加菱形金属网（规格为50001000mm）加梯则梁支护，呈正网格布置。帮锚杆布置为4排，上排打眼位置距顶板300mm，向上倾角15；下排打眼位置距底板300mm，向下倾角15；中间两排垂直于煤壁打眼，间距700mm，排距为800mm；梯子梁选用16mm，高为2000mm圆钢，撑框采用同等材料的圆钢（中间开孔便于安装锚杆固定梯则梁）按照帮锚安装尺寸（排距）焊接在两圆钢之间。在安装帮锚杆时先将梯则梁固定，再采用铁托盘紧固梯则梁，其间排距与上述安装帮锚杆尺寸规格相同，安装好后用力矩扳手检查紧固力不小于60N. m，锚杆外露长度100mm。二、支护形式、工艺及要求1、临时支护形式：a、采用吊挂式前探梁作为临时支护，前探梁采用75mm的圆形钢管，其长度计算方法为：最大控顶距1000mm+两钢带间离800mm+外露300mm2100mm。b、连接环采用100mm的扁钢和32mm螺母焊接成100mm的圆环；c、采用圆木加工成1000mm、宽300的背板和长300mm、宽150mm的楔子。d、加工上述a、b两套各拧紧于距煤帮950mm顶部的外露锚杆上。2、临时支护工艺、工序及要求：1）掘进机割出一排锚杆进度后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。非专职司机严禁操作掘进机。操作人员站在正式支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，挂联一边顶网。顶网联好后，在紧靠煤头两排锚杆上好吊卡，施工人员及时顶起网，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢带。前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中线调整好钢带位置，板梁与钱探梁用木楔背紧。穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。顶板维护好后，撤出煤头所有人员，将掘进机退出煤头往外5m，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，由外向里打顶锚杆。2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。3）打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打起其他锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打起所有锚杆后，再打帮锚杆。4）掘进工作面必须配备4根金属摩擦柱。摩擦柱必须紧跟桥式输送机。3、锚杆支护工艺及要求1）割煤够一排锚杆距离操作人员推机用长柄工具处理顶帮活矸及煤，并进行敲帮问顶开始吊联顶网上前探梁打顶锚杆每打一根上好托板紧固螺母用扭矩扳手检查扭力矩是否合格打起顶锚杆后打帮锚杆。2）锚杆间距按设计要求布置，扭力矩和锚固力达到要求。3）巷道超挖超过300mm，必须在其旁边补打锚杆。4）锚杆螺纹部分或麻花体必须清理干净，保证锚固剂质量。5)煤体锚杆眼必须用掏勺将眼内煤粉掏净。a、安装帮锚杆：1）帮锚杆必须从上往下打。2）打帮锚杆前，两帮煤壁必须砍直砍平，煤壁严禁有凹凸不平现象。3）帮锚杆必须按设计尺寸，成排成行。4）帮锚杆眼孔深度要严格控制。因此在钻孔时必须要在杆体上做标记，检查孔深是否合格，最大深度不能超过杆长加30mm。5）外托板必须紧贴煤帮，不得掉空。6）帮锚杆滞后工作面的最大距离不得超过6m。5、铺连网支护技术要求：b、作业前准备：1）准备好联网钩、联网丝，把所用金属网运到作业地点。2）检查作业地点顶板、支架、煤壁情况，有问题处理后再进行作业。3）掘进巷道顶网和帮网均采用5000mm1000mm的菱形金属网，顶网长边垂直于巷道中心线铺设，每掘进够一循环后就铺网一次，铺顶网时，要求相邻网边必须搭接，搭接茬为100mm,每隔200mm用14号双股铁丝连接一道，拧紧不少于3圈，顶网靠两煤壁相差不得超过50mm，帮网每掘够5000mm后铺设一次，长边沿巷道走向铺设，顶网和相邻帮网搭接，搭接茬为100mm，每隔200mm用14号双股铁丝连接一道，并拧紧不少于3圈。c、正常作业：1）铺网时，先展网、挂网、将网头搭接到原网头上，短边搭接，长边对接，搭接长度不小于200mm，将金属网沿工作面平行对接铺设，并用联网丝联接。2）使用长400mm的14#镀锌铅丝双股对折进行联网，每150mm联一扣，且联网丝扭结的圈数不少于三圈，并压好接头。3）展网时，必须两人同时操作，两人动作协调，用力均匀把网铺平、铺展、拉紧，不准留有网卷头。4）在机道联网时，必须停止刮板输送机。5）联网必须使用联网钩。附图3：锚杆支护布置图4、锚索支护工艺及要求1)准备工作号眼、打眼上药卷安装锚固钢绞线上钢带及垫片用千斤顶预紧钢绞线用切割器切掉钢绞线外露超长部分。2)接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。3)搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，装药卷过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。4)钢绞线锚固后，及时上托板预紧钢带。5)张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。6)如巷道较高需搭设支架时，必须搭设牢固，不允许站在输送带上锁锚索。第四章 施工工艺 第一节 施工方法1、本掘进工作面所掘巷道是沿煤层顶板掘进，已经构成通风系统，具备上综掘条件，巷道掘进时采用 EBZ132A 型掘进机沿煤层底板割煤并自行装煤的施工方法。2、采用先掘后支的施工方法，即先采用掘进机开掘煤巷，再进行锚杆支护。第二节 凿岩方式一、 机械施工方式1、掘进工作面采用EBZ132A 型综掘机沿煤层顶底板截割并自行装煤，由刮板机和带式输送机运至煤场。 2、生产工艺流程： 开机前准备掘进机割、装、运运材料、清浮煤临时支护锚杆支护下一个循环。 3、检修工艺流程： 检查前准备检修掘进机个部位、加油、更换截齿，检修各部位刮板输送机、带式输送机及延伸，下料、其他工作正常掘进。 4、掘进机截割工艺： 掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道中，由巷道下中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，进刀深度以0.5m为宜，待截割完毕且打完锚杆后，再进行下一个循环，往复进行。第三节 装载与运输方式一、装载与运输方式 1、 装煤、运煤、机掘时由掘进机装载部自行装煤，通过掘进机第一运输机、二运桥式输送机将煤装载运至顺槽刮板机顺槽带式输送机9#下山固定带式输送机主斜井固定带式输送机煤场。2、材料及设备运输：材料及设备等材料由副立井绞车送至井底，再利用小绞车运输到工作面。第四节 管线及轨道敷设一、风筒直径为600mm ,应靠巷道的下帮吊挂，靠顶不得超过100mm，靠帮不得超过200mm必须做到逢环必挂，吊挂要平直整齐，不影响运输和行人。风筒出风口距工作面煤壁的距离不得大于5m，遇巷道超高，顶部要采取防瓦斯积聚措施。二、水管（静压、排水）、液管、气管必须整齐地挂在巷道上帮线钩上，每隔1m挂一组，严禁用铁丝捆绑在帮锚杆上或帮网上，悬挂高度距底板不低于1m，距工作面不超过20m。锚杆机，液管挂在巷道上帮，电缆钩以下。为便于延长、检修，风水管路，应每隔50m设置一个闸阀和一个三通，液管紧跟工作面，以满足洒水需要。三、各类电缆必须悬挂在上帮电缆钩上（行人侧），距顶板300mm，悬挂高度不低于1.6m且每钩只能挂一根电缆，电缆钩每1m一个，通讯电缆与电力电缆间隔不得小于100mm，铺设在电力电缆上方。管线及轨道敷设方式见下表9序号名称规格型号数量（m）吊挂方式与工作面间距（m）轨 枕间距（mm）轨面高低差（mm）轨道接头间隙（mm）1风筒600m630悬吊不大于52风管4寸纳米管300悬吊不大于303水管4寸纳米管1060悬吊不大于304电缆线300电缆钩不大于30第五章 生产系统第一节 通风一、 通风方式与供风距离掘进供风采用全风压配合掘扇供风，局部通风机压入式通风，为了实现掘进工作面“双风机、双电源、自动切换”共选用4台FBDNO 5.6型局部扇风机(功率211KW，转速2930r/min,额定电压380/660V额定电流21.8/12.6A,风量370-210m3/min)。风筒选择600#双反边风筒供风。二、供风路线1、9#回风大巷（新鲜风流）：工作面9#北采区回风大巷9#专用回风巷总回风巷主扇工作面；三、掘进工作面所配风量计算原则：根据瓦斯涌出量、风速和工作面作业人数、局扇实际吸风量等规定分别进行计算，并取其最大值，作为最后计算结果。 按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘K=1000.081.8=14.4 m3/min式中 Q掘 掘进工作面所需风量，m3/min；Q掘掘进工作面瓦斯平均绝对涌出量，根据2009年度瓦斯鉴定批复文件，q掘 =0.08m3/min；K工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取1.8（根据正常生产条件下，掘进工作面日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）； 按二氧化碳涌出量计算Q掘 = = =24 m3/min式中 Q掘掘进工作面所需风量，m3/min；Q掘掘进工作面二氧化碳平均绝对涌出量，根据2009年度瓦斯鉴定批复文件，二氧化碳平均绝对涌出量q掘=0.2m3/min；K工作面二氧化碳涌出不均衡通风系数，取1.8（根据正常生产条件下，回采工作面日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日二氧化碳绝对涌出量的比值）；C掘进工作面回风流中允许的最大二氧化碳含量，%，C取1.5 按工作面人员数量计算Q掘=4N式中Nf-掘进工作面同时工作的最多人数（15人）；则：Q掘=415=60 （m3/min）则 Q掘=254=100 m3/min按局部通风机吸风量计算我矿选用了FBD-4.6局部通风机。因其额定全风压4503950pa吸风量为370210m3/min，能满足掘进工作面的需风量。还有结构紧凑、噪声小、风压高、流量大、效率高、使用安全可靠、维修方便等优点。Q掘Q扇I+15S式中：Q扇-掘进面局部通风机最高吸风量370m3/min；I-掘进面运转的局部通风机台数（2台）；S-巷道有效断面 m2 s=42.7=10.8 m2；则：Q掘=3702+1510.8=902.25m3/min根据以上计算结果验算，取最大值，即按局部通风机吸风量计算，双巷掘进工作面需风量Q掘=910m3/min。 按风速进行验算按煤矿安全规程规定煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：15.SfQ掘240.Sf式中：Sf-掘进工作面巷道通风断面（7）则：1579102407 即：1059101680根据双巷掘进需风量930m3/min，符合规程要求。四、局扇按设要求： 局扇必须安设于9#轨道（皮带）大巷进风巷道中，离回风出口（与全风压风流汇合处）距离不能小于10米，根据规程要求，局扇必须采用“双风机、双电源、自动切换”，其中两台使用，两台备用，风机接口必须有衬垫，风机必须吊挂或加衬垫，离地面高度不小于300mm，必须实现“三专两闭锁”要求。五、风筒设置要求： 风筒吊挂要平、直、稳、紧，即两靠一直。避免风筒刮破，挤扁，放炮崩破。 风筒无破口，未端一节除外。 风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口以减少风量损失。 风筒拐弯处要设弯头（弯度小于或等于90）。异径风筒要有过渡节，先大后小，不准乱接。附图6：通风系统图第二节 综合防尘严格执行掘进工作面综合防尘标准，具体规定如下：防尘供水水源来自地面200m3高位水池，大巷主管路直径为75mm，工作面供水管直径为50mm，高压胶管接至下山4寸纳米静压水管。1、 防尘管路敷设防尘管路选择双巷铺设，每隔100m设一个三通和一个闸阀，管路的接头三通不得有流线性漏水。阀门必须上手轮，手轮必须安在行人侧。工作面铺设50mm液管，进行工作面降尘。水管（静压、排水）、液管必须整齐地挂在巷道上帮线钩上，每隔1m挂一组，严禁用铁丝捆绑在帮锚杆上或帮网上，悬挂高度距底板不低于1m，距工作面不超过20m。锚杆机，液管挂在巷道上帮，电缆钩以下。为便于延长、检修，水管路，应每隔100m设置一个闸阀和一个三通，液管紧跟工作面，以满足洒水需要。2、防尘实施的设置：1）9#北采区回风大巷距工作面50m范围内安装一道全断面水幕，以隔绝掘进机产生的煤尘。2）9#回风巷道距工作面50m范围内必须设置2道全断面水幕。2）净化水幕水管：（全断面喷雾）水管的长度不得小于巷道宽度200mm。水管要安装在距顶板不超过100mm的位置；水管两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距300-400mm。3）、转载点喷雾：1）所有转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时必须连接阀门，喷雾设施，管路接头三通不得有流线性漏水，阀门必须安装在行人侧。2）喷嘴安装在距转载点高400-500mm，宽度200mm的位置，而且喷嘴必须正对转载点。3）所有喷雾必须呈雾状。4、工作面防尘洒水的规定： 工作面防尘：综掘机必须安装有内外喷雾装置及泵机联锁装置，且喷雾必须覆盖滚筒全断面，并能抑制工作面煤尘飞扬，内喷雾压力不低于1.5MPa,外喷雾压力不低于2MPa，工作面20米范围内每班冲洗1次，巷道煤帮每隔2天冲洗一次，工作面开机工、清煤工必须佩戴防尘口罩，在开掘横贯进行放炮作业时，必须坚持使用水泡泥，放炮前后20米范围内坚持洒水防尘。工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不得飞扬，巷道内的水管、风筒、电缆不得有煤尘，巷道底板煤尘厚度不得超过2，堆积连续长度不得超过5m。 5、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施据山西省煤炭地质研究所2009年5月关于9#煤尘爆炸性鉴定报告可知，本掘进工作面开采的9#煤尘具有爆炸性。根据煤矿安全规程要求，在掘进工作面的进、回风巷设置集中式辅助隔爆水袋隔绝瓦斯、煤尘爆炸的传播：1）隔爆水袋的结构和选型隔爆水袋结构为：阻燃隔爆水袋，容量为40L；其型号为GBSD-40，规格为：长60mm、宽400mm、高250mm。2）隔爆水袋设置的要求隔爆水袋设置在本巷道中，其距巷道交叉或转弯处的距离保持5075m，与风门的距离应大于25m。根据巷道的长度，巷道中应设置四组隔爆棚，每组隔爆棚的间距不得大于200m。单组水棚的长度不得小于30m，水量不小于200L/m2，水棚排距为1.2-3.0m,水袋之间的间隙之和不得大于1.5m，水袋与巷壁、顶板及构筑物之间的间距不小于0.1m。水棚设置在巷道中的直线段，应保持同一高度，水棚区及其前后20m的巷道断面应保持一致。3）每组隔爆水袋水量的计算(1)单组水棚水量计算 G=gs式中：G总水量，kg； g每m2巷道需水量，kg/m2，辅助隔爆水袋200kg/m2 S巷道断面积，m2。巷道断面为10.8m2，巷道每组辅助隔爆水袋总水量： G材料巷G运输巷G回风40010.8=4320kg（2）单架水袋水量巷道选用隔爆水袋的型号为GBSD-40，其水袋规格为30L，每一架上挂设4个水袋，Gn辅404=160L。（3）水袋架数nn=G/Gn则各顺槽辅助隔爆水袋的架数为：n=G/Gn=4320/200=22架（4）水袋区长度L L=nc式中：L水袋长度，m； n水袋架数，架； C水棚间距（按照新规定取1.2-3.0m；）顺槽辅助隔爆水袋长度L=22244m4）隔爆水袋给水系统及管理隔爆水袋给水水源来自于井下消防洒水给水系统，在设有隔爆水袋的巷道中，均有井下消防洒水管路通过，管路每隔50m设有一支管和闸阀，管口配有消防接口及水龙带，水袋可由其给水或补水。 隔爆水袋必须要进行挂牌管理，安排专人进行维护，要确保水袋的完好和水量的充足，至少每半个月检查，补充水量一次，如发现有破烂等，必须及时更换。附图7：防尘系统图第三节 防灭火据山西省煤炭地质研究所2009年5月关于9#煤层自燃倾向性鉴定可知，本掘进煤层为级自燃煤层，为确保矿井安全生产，必须执行以下措施：1）巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。在胶带机头、机尾至少各备2个灭火器和一个砂箱，一把铁锹。2）皮带巷带式输送机巷道应每隔50米设置洒水支管和阀门。2）配电点，风机开关处备有两个灭火器、一个砂箱和两把铁锹。3）井下使用的各种润滑油、柴油等必须装入盖严的铁桶内，由专人押运至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁井下存放。4）井下使用过的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸也必须放在盖严铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或洞室内。5）如掘进工作面或巷道着火时，一边上报矿调度室，一边根据着火情况应首先采用直接灭火法，如用灭火器，用水或砂扑灭，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火法；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。第四节 瓦斯防治 1、瓦斯检查设置的地点有：9#北采区回风大巷工作面、9#北采区回风大巷回风巷、混合回风。2、瓦斯检查要严格执行“一班三检”制度，工作面进行放炮作业时要严格执行“一炮三检”制度，当工作面瓦斯浓度达1%时，必须停止打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁装药爆破，达到1.5%时，必须要停止生产，切断电源，撤出人员，上报总工程师进行处理，只有瓦斯浓度小于1%时，方可生产。3、风筒直径为600mm ,应靠巷道的下帮吊挂，靠顶不得超过100mm，靠帮不得超过200mm必须做到逢环必挂，吊挂要平直整齐，不影响运输和行人。风筒出风口距工作面煤壁的距离不得大于5-15m，遇巷道超高，顶部要采取防瓦斯积聚措施。第五节 安全监控为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备。 一、传感器的种类、安设位置、数量、信号电缆敷设及控制区域的规定：（一）瓦斯监控系统的设置1、在9#顺槽风机前1015米处安设KJ70N-F型16门（8#）分站1台, 分站都接设KDW07/18-J型隔爆兼本安电源断电箱一个；KDG25/127型断电执行器1个；选用MhyVR型/规格为147/0.52的监控通讯电缆。8#分站输出KGJ15型甲烷传感器5个，KGT9-A型开停传感器8个，KGV6型风筒传感器2个。a、在轨道巷工作面5米内设置1个甲烷传感器，其报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%,复电浓度1.%，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。b、在轨道巷回风距回风口1015米处设置1个甲烷传感器，其报警浓度为1.0%，断电浓度为1.0%,复电浓度1.%，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 c、在本掘进工作面风机开关的电源侧设置KGT9-A型开停传感器8个，当通风机停止运转或风量低于规定值时，系统能实现声光报警，自动切断掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当通风机停止或风筒恢复正常时,系统能自动解锁。 d、在轨道巷顺槽安设KGV6型风筒传感器1个，如风筒风流发生短路、漏风等现象时，能自动切断掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备。e、在皮带巷工作面5米内设置1个甲烷传感器，其报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%,复电浓度1.%，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备f、在皮带巷回风距回风口1015米处设置1个甲烷传感器，其报警浓度为1.0%，断电浓度为1.0%,复电浓度1.%，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。g、为了监测掘进巷道内被控设备瓦斯超限及监控设备故障是否断电，被控开关的负荷侧设置一个GKT127-1140-V-B型馈电传感器，h、在皮带巷顺槽安设KGV6型风筒传感器1个，如风筒风流发生短路、漏风等现象时，能自动切断掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备。 ( 二 )人员定位系统识别器的安设位置在距顺巷道100米处各设置一个KJ222-F(B)本安型识别子站。二、其它规定 1 、井下安全监测工必须24h值班，每天检查煤矿安全监控系统及电缆的运行情况，使用便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报地面中心站值班员。当两者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8h内将两种仪器调准。2、掘进工作面使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等有掘进队长、班组长负责使用和管理。3、 低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲击后，应及时进行调校或更换。4、 电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1h时，应及时更换。5、 使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。工作面及回风侧的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。6、 所在区域的瓦斯传感器显示的瓦斯浓度达到1.0%时，必须要停止生产，当瓦斯浓度达到1.5%时，必须要撤出人员，并且切断工作面的电源，上报总工进行处理。只有瓦斯浓度降到1.0%以下，处于稳定状态时，方可恢复生产。7、传感器在巷道中允许悬挂的距离范围支护必须良好，且便于观察，并应垂直悬挂，其传感器的位置距顶梁不得大于300mm，距巷道侧距不得小于200mm。8、监控巡检员每10天对各探头维护调校一次，同时对甲烷超限断电闭锁和风电闭锁功能进行测试。9、掘进电工每班对工作面供电系统检查一次，认真填写检查记录，以保证电器设备完好，杜绝电器设备失爆，跟班班组长、流动电工、瓦斯员必须携带便携甲烷报警仪，报警浓度1%。10、为了防止杂散电流引爆采区内的瓦斯，掘进巷道必须实现“三断”。附图8：监控系统示意图第六节 通信系统本矿安装有HJK-120型程控交换机一台，井上下各重要的岗位都安装有内部电话，联系十分方便。1、 信号系统：本工作面各机头、机尾均安装了语音信号装置，各顺槽口都安装有防暴电话，方便了信息速传。附图12：通信系统示意图第七节 避灾路线我矿规定，下井人员必须佩戴自救器，且会正确使用，一旦发现火灾和瓦斯灾害，在污风地点作业人员迅速佩戴自救器向最近的进风顺槽撤退，处于进风顺槽人员迅速逆着风流撤至地面。通风科于丁字口地点设置避灾路线牌，发生灾害，作业人员由代班长和瓦斯员、有经验的老工人带领沿避灾路线牌迅速撤出地面。（见避灾路线图）本大巷掘进发生水、火灾、瓦斯、煤尘、顶板灾害避灾路线为：9#回风大巷：工作面9#回风大巷两大巷联络巷9#盘区材料、运输巷9#轨道（皮带）大巷副立井（主斜井）地面。本大巷掘进发生水、顶板灾害避灾路线为：9#回风大巷：工作面9#回风大巷回风立井地面。附图14：避灾线路示意图其它未提之处，严格按照煤矿安全规程、集团公司的“安全质量标准化考核办法”及本矿的有关规定执行。附：“一通三防”安全技术措施一、通风瓦斯管理1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井，局部通风机应定期检修和更换，凡在井下使用时间达到半年以上的必须升井检修。2、局部通风机必须由指定人员负责和管理，配有专职瓦检员的掘进面，局部通风机由专职瓦检员负责管理。3、一台局部通风机只准向一个工作面供风，一个掘进面一般只允许由一台局部通风机供风。4、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于90应设弯头，一台局部通风机应用同一直径风筒（风筒直径600），发现破口要及时修补更换，风筒百米漏风率应控制以10%以内。5、风筒出口距离工作面煤壁不超过15m。6、局部通风机实行挂牌管理，局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否循环、是否实现三专两闭锁、负责管理人员姓名、检查时间、风机吸风量、有效风量率和瓦斯等内容。7、风筒的安装使用必须符合以下标准：1）风筒无破口，未端一节除外。2）风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口以减少风量损失。3）风筒拐弯处要设弯头（弯度小于或等于90）。异径风筒要有过渡节，先大后小，不准乱接。4）局部通风机出口全风压通风区段的风筒要设三通，平时须捆严，以便在排瓦斯时用来控制风量。8、局部通风机必须实行三专两闭锁、双风机双电源，瓦斯断电仪执行二级断电。9、局部通风机不得随意开停，因检修、停电而突然停风时，人员要及时撤至风机以外的安全地点，并设置栅栏，揭示警标，严禁人员入内，机电工闭锁动力总开关，恢复通风前，只有在局部通风机及其开关附近10m以内的瓦斯浓度低于0.5%时，才可开启局部通风机，然后由瓦检员按规定排放瓦斯，并检查瓦斯浓度不超限后再进入工作地点。10、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出口这一段，巷道中的风流。距顶板200mm，距煤帮300mm范围内的瓦斯浓度达到2%体积大于0.5m3空间，为掘进工作面局部瓦斯积聚。其20m范围内必须停止机器运转，切断电源，除了处理瓦斯外，停止其它一切工作。11、掘进工作面必须安设瓦斯监控断电仪，一台监视工作面瓦斯变化情况，一台监视回风瓦斯变化情况，当瓦斯浓度达到1.0%时，必须切断工作面全部设备的电源。12、局部通风区域内所有电气设备的电源，必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁。13、停风时，工作面所有人员都要撤至新鲜风流中，送风排瓦斯必须由通风人员进行，严禁非专职人员送风。14、人人爱护通风设施，不得随意移动瓦斯监测探头，如发现损坏，须及时上报通风科处理，并随手关闭风门。二、综合防尘1、掘进工作面必须有完善的洒水系统，距工作面30m范围内必须安装一道水幕，而且距工作面20m左右设置洒水软管。 2、掘进工作面巷道必须定期冲洗，不得有煤尘堆积，每天冲洗一次。三、特殊情况下的防范措施1、在进入新工作面地点之前，必须熟悉工作面的通风系统及避灾路线。2、下井人员必须携带自救器，并会正确使用。3、遇到火灾、瓦斯、煤尘爆炸或巷道内发生有害气体事故时