煤矿掘进风巷作业规程

1、第一部分 编制概要作业规程的编制本着突出现场安全生产、规范施工的原则，体现措施的超前性、针对性、科学性、实用性，分成两大部分内容，一是施工主体部分，与开掘现场安全生产直接相关；二是施工主体补充部分，与开掘现场安全生产密切相关。1、 遵循“一工程、一规程、一变化、一措施”的原则，每一个掘进工作面在开工前，按照程序、时间和要求，编制作业规程，不得沿用、套用作业规程施工。二、作业规程编制人员在编制前应做到以下三项要求：（一）明确掌握施工工程采用的主要工艺、施工方法等；（二）熟悉现场情况，根据现场情况和图纸进行相关的分析研究；（三）熟悉有关部门提供的技术资料，并认真研读、分析，为编制作业规程提供主要依

2、据。三、作业规程一般应具备下列图纸。（一）巷道布置平面图、（预想）剖面图。（二）综合柱状图、（预想）地质平面图、（预想）剖面图。（三）巷道支护断面图、临时支护示意图。（四）掘进机截割顺序图，供电系统示意图。（五）炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。（六）通风系统示意图、运输系统、排水系统、综合防尘系统示意图。（七）安全监测仪器仪表布置示意图。（八）避灾路线示意图。（九）其它必要的附图。四、巷道布置应因地制宜，以安全、经济为原则。五、作业规程按章节附图表，并按顺序编号。六、煤矿安全规程、煤矿技术操作规程、上级文件中已有明确规定的，且又属于作业规程中必须执行的条文，只需在作业规程中写

3、明该条文的条、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，必须在作业规程或施工措施中明确规定。七、作业规程必须按照开拓掘进精细化管理的有关文件进行编制。（一）涉及到锚杆支护必须按照锚杆支护技术规范及其补充规定进行编制；（二）涉及到开拓（掘进）队管理的机电设备必须按照掘进工作面机电设备安装使用安全管理规定的有关文件进行编制；（三）涉及到质量标准的执行煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法(试行)(新版2013)和集团公司相关文件规定，没有具体规定的由基层单位根据实际明确规定。八、专项安全技术措施编制要求。（一）专项安全技术措施，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

4、情况进行编制。（二）专项安全技术措施的编制要有预见性、针对性、可行性、实用性。编制前，编制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，查找收集相关资料。（三）出现下列情况之一时，应补充安全技术措施：施工过程中遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空、瓦斯异常、透水；遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区、应力集中区、顶板破碎区；遇受火区威胁的施工；遇地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符；施工现场可能受到其它危害或威胁时需补充的安全技术措施。（四）出现下列情况之一时，应编制专项安全技术措施：施工时涉及防突、石门揭煤、防冲击地压、防治水、防灭火、防瓦斯及维修、安装、使用大型

5、机电设备等。九、出现下列情况之一时必须重新编制作业规程或措施。（一）地质条件围岩有较大变化。（二）原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。（三）改变了原施工工艺和主要工序安排。（四）改变了原巷道规格和支护形式。十、作业规程的编制由工程技术人员负责，要求在编制前充分征求意见、论证，符合工程实际。第二部分 作业规程编制施工主体部分第一章 编写依据第一节 概述序号项 目内 容 说 明1巷道名称戊8-32040风巷（附图2-1-1-1）2位置与煤（岩）层位 戊8-32040工作面位于三水平戊二采区西翼上部，东起三水平戊二皮带下山，西至一矿、四矿井田边界，南邻戊8-32040尾巷戊8-31120采面采空

6、区，北邻戊8-32040采面及未掘的戊8-32060采面（设计），该巷沿戊8煤层顶板施工。3巷道用途进料、回风治理瓦斯4设计长度1093.1m5工 程 量总工程量为1093.1m6巷道坡度该巷沿戊8煤层顶板施工，外段上坡13°,里段下坡13°7服务年限约4年8开竣工时间1、预计开工时间2016年3月10日2、预计竣工时间2016年12月10日第二节 地面相对位置及邻近采区开采情况1、巷道相对地面位置、地面标高、井下标高、区域内的水体和建筑物对工程的影响见表1。表1 井上下关系对照表水平、采区三水平戊二采区工程名称戊8-32040风巷地面标高+200+320m井下标高507.

7、3511m地面的相对位置建筑物及其它 地面位置在滑角山西南部、落凫山西北坡，地面无建筑物、无积水水源，有季节性河流及冲沟发育，对工程少有影响。井下相对位置对掘进巷道的影响该巷掘进期间临近戊8-31120采面采空区和戊8-32040尾巷，对施工有一定影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响 由于该采区下部均未开采，戊8-32040煤层以南为已回采的戊8-31120采面和正在掘进的戊8-32040尾巷，戊8-31120机巷与戊8-32040风巷中-中20m，施工中对工程有一定影响。老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响 该巷道附近有已回采的戊8-31120采面和正在掘进的戊8-32040尾巷，施工中采空区水

8、、火、瓦斯等对工程少有影响。2、由于该巷道位于采区上部，南部采面已回采，以北为戊8-32040采面未回采，正常掘进期间主要受矿山静压力和戊8-31120采空区应力影响。第三节 煤(岩)层赋存特征及水文地质条件一、煤层赋存特征该巷道地层为一向北倾斜的单斜构造，地层起伏较大。该巷道沿戊8煤层顶板布置，戊8煤层厚度18002200mm，平均厚度为2000mm，煤层上部和下部较硬，中部夹有软煤。（巷道掘进期间，由地测部门负责打超前地质前探钻孔，保持20m超前距，至少打一个超前地质前探钻孔，及时掌握地质情况）。二、预测巷道瓦斯涌出量煤层自然发火期、煤尘爆炸指数、地温。见表1、表2、表3、（附2-1-3-

9、1：综合柱状图）。表2 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类型硬度厚度岩性顶板基本顶616.5m灰色砂质泥岩，含植物化石碎片，局部夹有细砂岩。直接顶67.1m东部停采线外为中-细粒砂岩，向西渐变为泥岩。底板直接底63.2m灰及深灰色泥岩，含植物化石碎片，岩石中部常夹有砂质泥岩及细砂岩薄层。表3 煤层特征情况表指 标单 位参 数备 注煤层厚度（最小最大/平均）m1.82.2，平均2.0煤层倾角（最小最大/平均）（°）57，平均6煤层硬度f4较发育煤层层理（发育程度）较发育煤层节理（发育程度）较发育自然发火期月36绝对瓦斯涌出量m3/min0.41.2相对瓦斯涌出量m³/t34煤尘

10、爆炸指数()32.5236.05地温3336属地温异常地带三、巷道主要涌水水源该巷掘进过程中，顶板遇断裂构造时，根据现有资料分析，会出现淋水或涌水现象。需及时观测顶板淋水或涌水情况，在低洼处安设水泵，并及时抽水。四、水文地质由于临近戊8-31120采空区，主要有采空区积水、构造水源，对施工安全少有影响。五、地质构造根据戊8-31120机巷地质构造揭露情况。巷道掘进期间将会遇到落差0.41.8m的正断层，对巷道施工有一定影响。六、其他煤(岩)层技术特征分析该采面地层为一向北倾斜的单斜构造，地层起伏较大，且煤层倾角5°7 °，巷道掘进期间对巷道少有影响。第四节 有关法规及文件一

11、、经矿总工程师批准的戊8-32040采面设计修改（审批日期2014年9月）。二、地质部门提供的地质说明书。三、邻近有关矿压观测资料及压力状况分析判断。四、煤矿安全规程、操作规程及其他管理规定和技术规范文件。五、作业规程编写所依据的法律法规及有关文件。（一）法律法规：煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤巷锚杆支护技术规范MT/T1104-2009、煤矿工人安全技术操作规程指南等煤矿法律法规及行业规范。（二）公司文件：平煤股份公司开拓掘进安全质量标准化实施细则（试行）平煤股份2014108号、平煤股份公司巷道支护参数选择及施工管理暂行规定平煤股份201452号及其它技术规定。第二章 施工工艺第一

12、节 施工方法一、巷道施工方法采用掘进机掘进，搭胶带输送机出渣运输；人工采用液压钻、奥钻、风锚头打眼；人工打注锚杆、锚索或架棚支护帮顶；若有地质构造异常等情况时，采用炮掘施工，采用风钻打眼，乳化炸药配合毫秒延期电雷管爆破，人工用液压钻、奥钻、风锚头打注锚杆、锚索或架棚支护帮顶。二、特殊工程施工方法该巷设计长度1093.1m，由戊8-32040尾巷联络川与戊8-32040风巷外段交点向北以方位272°17施工1021m后调整方位以284°1513施工28m至切眼位置。开口处的戊8煤层顶板为砂岩，厚度为7100mm，属类稳定顶板。第二节 工艺流程一、掘进机施工工艺流程交接班安检标

13、定中心开机检查延接胶带输送机掘进机切割出碴输送机出碴敲帮问顶临时支护打锚杆眼注锚杆刷帮挂网打锚杆整理成形达标永久支护自检进入下一循环。当瓦斯涌出量处于稳定状态下时，掘进机截割顺序应由下向上进行，当瓦斯涌出不稳定时，掘进机截割顺序应由上向下进行。附切割顺序：（附图2-2-2-1、2-2-2-2）二、锚杆施工工艺流程临时支护拉沿中心腰线挂线锚孔内分别送入两支树脂药卷送入锚杆奥钻或风动工具搅拌推进到位（30s）固化30s奥钻紧固使用扭矩放大器二次紧固达标。三、架棚支护工艺流程临时支护拉沿中心腰线上棚梁（紧固棚梁卡缆）背网刹背出渣挖柱窝栽棚腿紧固棚腿卡缆背刹两帮。第三节 爆破作业爆破条件：岩石的性质，

14、巷道断面，通风方式，瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。表4 爆破条件瓦斯等级高瓦斯掘进断面(m2)（2-3-2-1）断面13.5（2-3-2-2）断面14.69煤（岩）普氏系数f=46钻眼机具风钻、风锚头炸药种类矿用乳化炸药雷管类别毫秒延期电雷管爆破指标5000×2600mm锚网索联合支护爆破指标顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%大于905一循环炮眼长度m89.4/47.82工作循环进度m1.6/0.86掘进一米炮眼长度m55.9/47.83一循环实体煤(岩)量m321.6/10.87掘进

15、一米炸药消耗量Kg20.4/21.74掘进一米煤(岩)量m313.58掘进一米雷管消耗量发33/654600×3100mm拱形支护爆破指标顺序指标名称单位数量顺序指标名称单位数量1炮眼利用率%905一循环炮眼长度m82.9/45.12工作循环进度m1.2/0.66掘进一米炮眼长度m69/753一循环实体煤(岩)量m317.6/8.87掘进一米炸药消耗量Kg26.95/26.954掘进一米煤(岩)量m314.698掘进一米雷管消耗量发53/105爆破图表：（附图：2-2-3-1、2-2-3-2、2-2-3-3、2-2-3-4）炮眼装药结构示意图第四节 装载与运输一、该巷出渣方式 开口采

16、用掘进机装载搭胶带运输机出渣。二、装载设备统计表5 装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1胶带输送机SPG-8001台戊8-32040风巷架式连续1060m2刮板运输机40 T一台戊8-32040风巷地锚连续50m三、煤、矸、材料、设备等的运输方式1、煤、矸运输：掘进期间采用刮板输送机搭胶带运输机或掘进机搭刮板运输机(胶带运输机)运输。2、材料、设备运输：该巷掘进期间，材料、设备装矿车或平板车，经三水平戊二轨道下山下到戊8-32040风片，再转运到风巷内，再人工转运到使用地点。四、运输系统示意图（附图2-2-4-1）第五节 管线及轨道敷设一、管线吊挂1、风

17、筒：靠巷道南（上）帮布置，距顶板400mm，误差±100mm，要求吊挂平直，逢环必挂，无漏风脱节现象。2、电缆：靠巷道北（上）帮布置，电缆吊挂高度距顶板500mm，误差±50mm，每隔15002000mm挂一个电缆钩或每间隔500600mm用编织带吊挂一处，电缆吊挂平直成线，上细下粗，长余的电缆必须靠帮吊挂整齐。3、供水、压风管、排水管：靠巷道南（下）帮布置，风上水下，铺设高度，水管距底板500±50mm，风、水管子上下间隔300mm，每根管子使用一个专用管卡或管子吊钩（临时吊挂可采用8#铁丝双股吊挂，每根管子至少两个掉点），要求铺设平直不落地。二、敷设轨道的型号

18、，中心线距、规距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、要求等见表5。三、附风筒、管线吊挂示意图（附图2-3-2-1、2-3-2-2）表6 管线敷设方式表序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面方式1风筒800mm10m/节134逢环必吊距工作面5m2风管100mm5m/根243专用管卡或管子吊钩距工作面20m3水管100mm5m/根268专用管卡或管子吊钩距工作面20m4排水管100mm5m/根268专用管卡或管子吊钩距工作面20m5电缆70mm2m2300电缆钩或编织带第三章 巷道支护第一节 临时支护一、临时支护形式及特征1、架棚支护采用两根长度不少于3600mm的工字钢前探梁作临时支护，

19、每根梁上均匀布置三道卡子，随工作面前移，且刹实背牢（附图：2-3-1-1架棚临时支护临时平、剖面布置示意图）。2、锚网支护锚网索联合支护时采用不少于两根玻璃单体液压支柱均匀分布作为工作面临时支护，单体柱必须戴帽，可采用长度不低于1000mm宽度不小于150mm、厚度不小于60mm的大板或锚梁当作柱帽。二、（附图：2-3-1-2锚网索支护临时支护平面、剖面布置示意图）。三、临时支护工艺1、锚杆临时支护工艺：（1）、掘出毛断面后用专用找顶工具将浮矸活石找尽。（2）、把连好的锚网（不少于2片）连同柱帽一起用液压点柱沿巷道走向打在迎头空顶下，然后施工山强防片帮网，施工人员施工防片帮锚杆以及挂网时必须时

20、刻关注山墙以及顶板围岩情况，发现山墙易掉时必须及时找净。（3）、巷道掘进迎头使用2根点柱。（4）、点柱必须站在永久支护或临时支护下由外向里逐排施工。（5）、点柱之间距离控制在1.5-2m之间。（6）、点柱必须打在实底上，否则要穿木楔。点柱搭设必须牢固有力，点柱及柱帽必须采用8#铁丝生根在顶板锚杆或其它牢固地点，以防止歪倒伤人。2、架棚临时支护工艺：（1）、掘出毛断面后用专用找顶工具将浮矸活石。（2）、巷道掘进迎头使用2根前探梁。（3）、架棚时每根前探梁三个探梁钩子固定，钩子间隔一棚卡在棚梁上，探梁布置2根，间距1m平行布置。每根探梁两端应余出生根点不小于200mm。距探梁两端头300处必须钻眼

21、，以便卡子将探梁生根于棚梁子上，防止探梁窜动。（4）、上山施工时，为防止前探梁滑动,采用双股8#铁丝将前探梁固定在U型钢上；下山施工时，前探梁可伸到迎头山墙内，深度不小于500mm。第二节 永久支护一、巷道断面及支护形式1、巷道断面：该巷道采用矩形锚网索支护，断面积为13m2。2、巷道支护形式：矩形断面净宽×净高=5000×2600mm矩形锚网索联合支护；架棚拱形断面采用净宽×净高=4600×3100mmU36金拱支护。二、支护材料、布置方式及参数1、支护材料戊8-32040风巷采用锚网索联合支护时的支护材料：顶部采用20×2600mmKMG5

22、00高强锚杆，锚固剂规格：顶板锚杆采用两支树脂药卷，一支MSK2840(蓝色首入)和一支MSZ2840(白色次入)树脂药卷；顶网选用8#冷拔丝，规格：5200×900mm；锚梁选用14×80×4800mm钢筋梁；两帮选用20×2400mm左旋锚杆，锚固剂规格：使用风锚头打眼时，两帮锚杆采用两支树脂药卷，一支MSK2335(蓝色首入)和一支MSZ2335(白色次入)树脂药卷，使用风动凿岩机打眼时，两帮锚杆采用两支树脂药卷，一支MSK2840(蓝色首入)和一支MSZ2840(白色次入)树脂药卷；帮网选用8#冷拔丝，上帮钢网规格：2800×900mm

23、，下帮钢网规格：2400×900mm；锚索选用直径22mm钢绞线，长度6500mm。2、布置方式及规格参数戊8-32040风巷设计支护规格为：采用净宽×净高=5000×2600mm锚网索联合支护，顶部锚杆间排距800×800mm；上帮锚杆间排距800×800mm，下帮锚杆间排距700×800mm；锚索每排布置3根，巷道中心及向两侧偏1400mm处各布置一根，锚索间排距1400×2400mm。 根据现场顶板情况，若顶板破碎不适合锚杆支护时，采用U36型四节拱形支架支护，规格：净宽×净高=4600×3100m

24、mU36金拱支护，棚距600mm。第三节 巷道支护附图（附图：2-3-2-1锚网索联合支护断面图）、（附图：2-3-2-2拱型支护断面图）。第四节 支护工艺一、支护工艺1、锚网护工艺流程临时支护拉沿中心腰线挂线锚孔内分别送入两支树脂药卷送入锚杆奥钻或风动工具搅拌推进到位（30s）固化30s奥钻紧固使用扭矩放大器二次紧固达标。2、架棚支护工艺流程临时支护拉沿中心腰线上棚梁紧固棚梁螺丝背刹顶板出渣挖柱窝栽棚腿紧固棚腿螺丝背刹两帮。二、质量标准（一）锚网锚联合支护施工质量标准 主 控 项 目1、锚杆的规格、直径、型号、强度、锚杆盘：顶部锚杆20mm×2600mmKMG500高强锚杆，顶锚杆

25、盘采用150×10mm热轧钢板冲压成型的蝶形调心圆盘；帮部锚杆20mm×2400mmKMG335左旋锚杆，帮锚杆盘采用长×宽×厚=150×150×10mm热轧钢板冲压成型的蝶形方盘。2、树脂药卷的型号：顶板锚杆采用两支树脂药卷，一支MSK2840(蓝色首入)和一支MSZ2840(白色次入)树脂药卷。使用风锚头打眼时，两帮锚杆采用两支树脂药卷，一支MSK2335(蓝色首入)和一支MSZ2335(白色次入)树脂药卷，使用风动凿岩机打眼时，两帮锚杆采用两支树脂药卷，一支MSK2840(蓝色首入)和一支MSZ2840(白色次入)树脂药卷。3、

26、锚杆的安装：杆体牢固，使用扭矩放大器进行紧固。托板紧贴煤（岩）面、不松动。安装扭矩：顶锚杆不小于320N·m；帮锚杆不小于160 N·m；4、 锚固力：顶锚杆不小于228KN，帮锚杆不小于126KN。 一 般 项 目1、巷道净宽：5000mm ，中线至任一帮距离：2500mm，允许偏差： 0100mm。2、巷道净高：巷道正中心处2600mm，允许偏差 -50200mm。3、锚杆间、排距：顶部800×800mm，允许偏差 -100100mm；上帮800×800mm，允许偏差 -100100mm，下帮700×800mm，允许偏差 -100100mm

27、。4、锚杆外露长度：露出螺帽1040mm。5、锚杆角度：垂直煤（岩）面，与巷道轮廓线夹角不小于75º。6、锚梁安装质量：紧固不松动，垂直巷道中心，允许偏差：-100100mm 。7、铺网质量：金属网铺开展平，搭接50mm，网与网之间每间隔100200mm用2.6mm扎丝捆扎一道。8、巷道上帮使用锚梁，锚梁紧固不松动，垂直巷道顶底板，允许偏差：-100100mm 。（二）预应力锚索施工质量标准、主 控 项 目1、锚索规格：22×6500mm预应力锚索线。2、锚索的锚固方式：端锚。3、锚固材料：MSK2840(蓝色首入)型树脂药卷2卷，MSZ2840(白色次入)型树脂药卷2卷。

28、4、锚索垂直顶板，钻孔角度与巷道顶板轮廓线夹角不小于75°。5、锚索锚固力：大于300KN，安装涨紧力不小于240KN。、一 般 项 目1、锚索的间距、排距：1400×2400mm，允许偏差±100mm。布置位置：巷道中心及向两侧偏1400mm处各布置一根。2、锚索孔深：62506350mm。3、锚索外露：锚索头以外150250mm。4、锚索托盘：300×300×14mm碟形方盘。5、托盘必须紧贴顶板。6、锚索距离工作面，不超过5000mm。（三）4600×3100mm拱型支护施工质量标准 主 控 项 目1、支架的型号、规格：净高&#

29、215;净宽=4600×3100 mm矿用U36型钢，卡揽数量：9个/架；2、背板的材质：木背板，长×宽×厚=800×70×50mm；3、巷道净宽：4600mm， 允许偏差0100mm；4、巷道净高：3100mm， 允许偏差-30100mm；5、前倾、后仰：前倾后仰：垂直于顶底板，允许偏差±1°；6、撑（或拉）杆：铁拉杆三道，抗拉强度不少于400Mpa（拉杆厚度不小于5mm，宽度不小于50mm），安装在每个搭接处中间的一个卡缆上，紧贴螺母；或撑木三道，要求材质合格，与铁拉杆并齐，打牢成线。7、背板的数量、间距、紧固程度：八帮

30、八顶，均匀分布,间距500mm，背刹牢固成线。8、支架柱窝深度：200mm，允许偏差-30mm。 一 般 项 目1、搭接长度：400mm ，允许偏差±40 mm；2、 卡缆螺栓扭矩：350Nm，允许偏差10%；3、 支架间距：600mm ，允许偏差50mm；4、支架梁扭矩：0mm ，允许偏差50mm；5、梁水平度： 0mm ，允许偏差40mm；6、卡缆间距：200mm，允许偏差40mm；巷道压力大时，可将受力大的两个卡子并在一起； 7、 铺网质量：金属网铺开展平，搭接50mm，网与网之间每间隔100200mm用2.6mm扎丝捆扎一道。 8、 耳间隙：5mm。第四章 劳动组织及循环作业

31、方式第一节 劳动组织采用二九一六制，即一班检修，两班生产，劳动组合、劳动力配备等，附表7。表7 劳动组织图表序号工种全队在册人数工作面配置人数班次及出勤人数备注1支护工30186662运料工1593333出渣工1262224绞车司机631115推车、卸料工10556机电维修工14557掘进机司机731118局扇司机631119其它25311110班长13732211跟班干部8311112合二节 循环作业根据工艺流程，循环作业方式采用二九一六制，即一班检修，两班生产，编制正规循环作业图表，采用正循环作业，提高工时利用率（附图：机掘：2-4-2-1、炮掘2-4-2-2）。

32、第三部分 作业规程编制施工主体补充部分第一章 施工主体配套设施第一节 辅助生产系统 一、通风（一）通风方式、设备、设施、安装位置及风筒选择、敷设方式该巷采用压入式供风，使用两台2×30kw/FBD-NO6.0局部通风机，其功率均为2×30KW，并且两台风机均采用专用电源、设自动分风、自动倒台装置，安设在安设在戊8-32040风片与三水平戊二皮带设备通道交点向西2030m段。掘进中延接800mm抗静电阻燃风筒10m一节，随掘进工作面逐节延接，风筒接口均采用双反压边，巷道掘进期间为独立供风系统。（二）掘进工作面通风设备选型计算1.按照瓦斯涌出量计算掘=125×q掘&#

33、215;K掘通=125×0.8×2=200m3/min式中：Q掘掘进工作面需要的风量，m3/minq掘掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，0.8m3/min掘通瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，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)。取值2.0。2、按二氧化碳的涌出量计算Q掘 = 67q掘K掘通=67×0.7×2=93.8m3min式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5的换算系数。q掘掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，0.7m3min；K掘通二氧化碳涌出

34、不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，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)。取值2.0。3、按炸药量计算使用二、三级煤矿许用炸药的工作面：Q掘10A=10×32.67=326.7m3min式中：A 掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，32.67kg。4、按工作面最多人数计算Q掘=4·N=4×30=120 m3/min；式中：Q掘掘进工作面需要的风量, m3/min； N掘进工作面同时工作的最多人数（交接班时人数）。5、按风速验算V1×S掘< Q掘 <V2×S掘60×0.25×12

35、.49< Q掘 < 60×4×12.49187.35<326.7< 2997.6式中：1-巷道允许最低风速，取0.25m/s;2-巷道允许最高风速，取4m/s;掘掘进工作面巷道的净断面积，12.49m2； 掘掘进工作面需要的风量，m3/min；6、按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量 Q扇=100 Q掘÷100-（L×100）=100×326.7÷100-（1136×1.9%）=416.6m3/minQ扇局部通风机实际吸入风量, m3/min；Q掘单个掘进工作面需风量（风筒末端出风量），m3

36、min； 100风筒的百米漏风率，%，根据1136m供风距离查表取值2%；L风筒全长（通风距离），m。柔性风筒的百米漏风率按下表取值通风距离L(m)2002005005001000100020002000 (%)1015510321.57、按局部通风机实际吸入风量计算掘进巷道全风压供风量煤巷掘进：Q掘=Q扇Ii+60×0.25S=416.6×1+60×0.25×13= 611.6(m3/min)式中：Q扇 局部通风机实际吸入风量,m3/min；Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；S

37、局部通风机安装地点的巷道最大断面积，13m2。掘进工作面空气温度的测点，应选择在工作面距迎头2 m处的回风流中，掘进工作面空气温度必需满足规程的规定。（三）局部通风机选型和风筒直径的选择根据风量计算及风速验算，掘进工作面配风不得小于326.7m3/min，考虑1.9%的漏风率，所以选用局扇实际吸入风量要大于416.6m3/min。因该巷通风距离约1200m，为使通风费用经济合理并确保安全，选用型号FBD-NO6.0，功率2×30KW对旋局部通风机2台。该局扇参数如下：外径600mm，转速2950r/min，全风压11006300pa，工作风量为370590m3/min，重量1360k

38、g。采用800mm抗静电阻燃风筒10m/节向工作面供风。（四）局部通风方式该巷采用压入式供风，使用两台功率均为2×30KW的对旋局部通风机，两台局部通风机均采用专用电源，设自动分风、自动倒台装置，自动分风器规格1200×750×750mm，掘进中延接800mm抗静电阻燃风筒，10m/节，风筒接头均采用双反压边，巷道掘进期间为独立供风系统。（五）风筒吊挂位置及风筒出风口距掌子面的距离a、自动分风器吊挂在风机以里68m处，四角分别用双股8#铁丝吊挂在巷道顶板上，且吊挂要稳固水平；b、风筒吊挂位置：巷道上帮距顶板不小于800mm；c、风筒出风口距掌子面的距离L有效射程=

39、4×=4×=4×3.67=14.7m。（s为巷道掘进断面积）d、因为最大通风距离1200m，为加强通风管理，结合现场实际情况取值如下：巷道施工时，风筒末端距掘进工作面的距离不超过5m。（六）局部通风机供电系统、风电闭锁装置的安装从三水平戊二第一变电所接两趟专用电缆，供局部通风机使用。并安设“三专”“两闭锁”装置。（三专指：专用开关、专用线路、专用变压器；两闭锁指：风电闭锁、瓦斯电闭锁）。（七）局部通风机安装位置安设在戊8-32040风片与三水平戊二皮带设备通道交点向西2030m段。（八）通风系统示意图（附图3-1-1-1）二、压风（一）确定掘进工作面风源，压风方式

40、。该巷由空气压缩机，从北二风井接200mm风管三水平丁戊二轨道西大巷甩三通阀门处接100mm风管三水平戊二轨道下山甩三通阀门处接100mm风管甩三通阀门处接100mm风管接至工作面，供生产用压风。（二）压风管径、风压、安装位置、敷设路线（从主管道接入起）等。该巷压风管为100mm铁管，由三水平丁戊二集中巷压风管三通阀门处接入，随掘进工作面的进度延接至工作面，靠巷道下帮敷设，管路长度1090m，未端风压不得小于2MP。（3） 压风系统示意图。附图3-1-1-2三、综合防尘（一）说明防尘供水管路（从主管道接入起）、各转载点喷雾、水幕、防爆水袋、降尘设施个数及位置。1、该巷防尘管路由三水平戊二轨道1

41、00mm供水管接三通阀门并延接100mm的供水管至工作面，供水量2028m3/h,供水压力5MPa。2、巷道内安设两道净化水幕：戊8-32040风巷工作面退后50m范围内设两道，各转载点安装洒水喷雾装置，且正确使用。3、巷道内距工作面不小于60m且不超过200m段设置隔爆水棚，另加10%20%的富余量，隔爆水棚总水量=200L/m²×巷道断面积×（1+10%）=200L/×13×（1+10%）=2860L；每个水袋水量30L，隔爆水袋总数=2860L÷30 L/个=95个；每排布置5个隔爆水袋，布置排=95个÷5个/排=19

42、排。 4、巷道每隔50m设一个三通阀门供巷道洒水冲尘使用，各转载点处设置三通阀门供转载点喷雾降尘用。5、各转载点必须安设喷雾装置，开机运转时，必须打开喷雾装置降尘。6、巷道内设专职防尘员，负责洒水灭尘，冲刷巷道帮顶，洒水周期：掌子头50m范围内每班一次，其他地点一天一次。（二）防尘系统示意图。（附图3-1-1-3）四、一通三防安全技术措施（一）局部通风机安全管理技术措施1、局部通风机必须设专人看管，现场交接班，严禁脱岗和空岗，局部通风机电源必须是独立分开的（即单独供电），并能自动倒台，风电闭锁装置齐全灵活可靠，实现“三专两闭锁”。2、看局部通风机人员按规定试运转局部通风机的自动倒台效果，任何人

43、不得随意停开局部通风机。看局部通风机人员升井后，及时到通风调度室汇报当班局部通风机运转情况。3、每班都要有专人负责巡回检查风筒，发现有脱节漏风破口，吊挂不平直的情况，要及时处理并向有关单位汇报。4、风筒距掌子头的距离：风筒距掌子头距离不超过5m 。5、施工期间每次爆破前，在距风筒末端前500mm处吊挂钢笆保护风筒，每次爆破后要及时检查风筒损坏情况，发现损坏或影响迎头供风问题及时更换或处理。（二）防瓦斯及瓦斯排放安全技术措施A、防瓦斯措施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5m的回风流中，并使之处于工作状态。2、巷道内应安设甲烷传感器，且保证灵敏可靠，里探报警浓度0

44、.8% CH4，外探报警浓度0.8% CH4，断电浓度均1.0% CH4，复电浓度均0.8%CH4 ；一氧化碳报警浓度0.0024。3、停风必须立即撤人并停电，送电必须先检查瓦斯，不超限时，方可先送风后送电。4、若停风造成瓦斯超限，必须制订专门措施组织人员集体排放。5、若因计划停风时，必须将风筒在新风与乏风交汇处断开，打上栅栏，写上“禁止入内”字样。若是临时停风，执行矿井局部通风停风停电管理规定。送风前先检查局部通风机及开关附近10m范围内的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工启动局部通风机，排放结束，当巷道内瓦斯低于0.5%时，方可送电，送电执行“三方签字”（施工队电工、瓦斯检查工、变电所配电

45、工）手续。6、施工中，若瓦斯浓度达到0.5%时，必须停止施工，加强通风待瓦斯浓度降到0.5%以下时，方可恢复工作。若瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止作业，撤出人员，切断巷道内的供电电源，汇报调度室。7、所有施工人员必须佩戴ZH-30隔绝式化学氧自救器。B、瓦斯排放措施为加强掘进工作面的瓦斯管理，有效防治瓦斯超限事故的发生，针对生产过程中出现的瓦斯超限，在浓度低于1.5 %时执行就地排放，为保证排放安全制定本措施：1、排放方法控制风量排放（风筒错口排放）。2、排放路线掘进工作面戊8-32040风巷戊8-31120顺煤戊8-31120机巷转载巷戊8-31120机片戊8-31120机巷回风巷三水平丁

46、戊二回风下山三水平戊二补总回三水平戊一西翼总回北二回风井地面。3、警戒位置（1）戊8-32040顺煤两道防突风门以外一道；（2）戊8-31120机片两道防突风门以外一道；（3）三水平戊二绞车房回风道两道防突风门外一道；（4）戊8-31120风片两道防突风门以外一道；（5）戊8-32040风片两道防突风门以外一道（附图3-1-1-4）。4、安全技术措施（1）、局部通风机必须设专人看管，且经培训合格持证上岗，看局部通风机人员要严守岗位，认真负责，严禁随意停开局部通风机，并熟悉生产调度室（9003），通风调度室（9641），监测机房（9760）通修区（9515），施工单位（9550），掘进头电话号码

47、（ ）。（2）、看局部通风机人员遇到问题须沉着冷静，按局部通局部通风机管理规定处理。（3）、监测机房发现瓦斯超限后，应迅速通知通修区，通风调度室，通风调度负责通知井下瓦斯检查工，落实瓦斯超限情况，瓦斯检查工确认瓦斯超限后，应立即通知施工单位停止作业，撤出人员，并迅速将瓦斯超限情况通知通修区、监测机房。（4）、瓦检工发现瓦斯超限，须立即通知施工单位停止作业撤出人员，并迅速落实瓦斯超限范围、浓度，及时通知通修区、通风调度室、监测机房。（5）、监测闭锁断开掘进巷道所有非本安型电气设备电源后，施工单位看局部通风机人员检查馈电开关确认断电，手把打到“0”位并加闭锁，瓦检工和施工单位配合负责在超限地点0.

48、8%CH4以外50m处将风筒断开，里头落地并由施工单位设专人在全风压口设警戒，严禁人员进入，并汇报地面总指挥，等待下达命令后按规定进行排放。（6）、进行排放前必须先检查现场的瓦斯浓度是否在1.5%以下（以瓦检工检查的最高值为准），当瓦斯浓度达到或超过1.5%时，严禁执行就地排放措施，必须编制针对性排放瓦斯措施进行排放。（7）、排放瓦斯严禁“一风吹”必须严格控制风量，实行限量排放。（8）、排放时施工单位应做到：有跟班干部参加排放工作；指定专人看管局部通局部通风机及有关重要设施；协助转运风筒及其它工作，备足洒水软管；安排专人在指定位置处把岗，清理警戒范围内无关人员，并设专职联络员，不经联络员同意不

49、得撤岗；检查巷道回风流中电气设备停电闭锁情况。（9）、排放时，瓦检员应做到：负责严格控制排放风量，坚持限量排放的原则；检查该工作面局部通风机运转情况；控制回风流瓦斯浓度；排放结束后及时向有关部门和领导汇报排放情况。（10）、排放瓦斯风流与全风压混合处瓦斯浓度控制在1.5%以下，在此另挂便携，并设专人看着，及时汇报排放现场指挥。（11）、实施现场就地排放瓦斯，由当班瓦检工和施工单位跟班干部负责，现场指挥的第一责任者是瓦斯检查工。（12）、现场瓦斯情况符合就地瓦斯排放条件时，由总工程师或当天值班矿领导在调度室坐阵指挥，通修区值班干部或工程师在调度室协助指挥，机电区值班干部负责在调度室按排放措施指挥

50、停送电，严格按瓦斯排放安全措施就地排放。（13）、排放结束后，瓦检工负责检查巷道瓦斯情况，达到正常生产时的瓦斯浓度，且保持稳定后，汇报地面总指挥，地面总指挥下达排放结束命令后，方可送电恢复生产。（三）综合防尘安全管理技术措施1、由戊8-32040顺煤进水管甩三通阀门处延接100mm的供水管至工作面，供水量2028m3/h,供水压力5MPa。2、巷道内安设两道净化水幕：工作面迎头退后50m范围内安装两道水幕；各转载点安装洒水喷雾装置。正确使用且定期洒水冲尘。3、巷道内距工作面不小于60m且不超过200m处设置隔爆水棚。4、巷道每隔50m设一个三通阀门供巷道洒水冲尘使用，各转载点处设置三通阀门供转

51、载点喷雾降尘用。5、各转载点必须安设喷雾装置，开机运转时，必须打开喷雾装置降尘。6、巷道内设专职防尘员，负责洒水灭尘，冲刷巷道帮顶，洒水周期：掌子头50m范围内每班一次，其他地点一天一次。（四）防灭火安全管理技术措施1、每个施工人员都必须严格遵守井口入井验身制度，严禁携带任何易燃易爆物品及火种入井，严禁穿化纤衣服入井。2、机电设备定期检查，保持完好，及时清理设备上的煤尘，杜绝电器失爆引起火灾。电气设备必须由兼职防爆员每天检查，杜绝失爆。3、严禁两金属相撞产生火花或机械摩擦产生火花。4、检修设备用过的棉纱、破油布等必须当班回收升井，严禁乱塞乱放。5、风机、溜子及胶带运输机机头、移变硐室必须配备不

52、少于0.075 m3沙箱、灭火器，并要求沙箱沙量充足，灭火器位置适当摘取方便，完好灵敏可靠。6、胶带机头前后20m用不燃性材料支护，长度符合规定要求，风筒采用阻燃风筒。7、施工人员发现井下发生火灾时，保持头脑冷静，首先采取一切尽可能的办法直接灭火，并派人汇报调度室，并及时组织人员撤离。8、电器设备着火时，先切断电源，然后进行灭火，在未切断电源前，只准使用干粉灭火器灭火，严禁水浇灭火。9、洒水必须穿戴绝缘手套和绝缘靴，严禁将水洒至电缆和电气设备上。10、施工期间，要严防空帮、空顶的出现，出现空帮、空顶时，由施工单位采用不燃性材料进行充填严实。11、巷道掘进过程中出现冒顶、高温点等情况时，施工单位

53、必须对这些地点进行挂牌管理，标明发生的时间，冒顶高度、温度、CO浓度、隐患处理的方法、管理责任人等。12、监测队负责在巷道外口外探安设一台CO传感器，掌控CO变化情况。五、排水（一）预测掘进工作面最大涌水量。该面南邻戊8-31120采面，无其它水源，主要水源为生产用水和老空给水。（二）确定排疏放水方式，选择排水设备型号、管路规格、临时水仓（或水泵窝）的地点和容积、排水路线等内容。该巷在低洼处安装BQS80-25-15水泵，并排4寸管经掘进工作面戊8-32040风巷戊8-31120顺煤戊8-31120机巷转载巷三水平戊二设备通道三水平戊二轨道下山三水平戊二车场三水平丁戊二西大巷水沟-517井底水

54、仓地面。（3） 排水系统示意图。附图（3-1-1-5）六、供电（一）供电设计1、选择电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等。该巷的供电采用三水平戊二一变供电系统。（1）该巷的主副风机电源，均由三水平戊二一变低总开关供给。（2）该巷的动力电源，由错误！未指定书签。三水平戊二一变6KV高压经该头630KVA移变调压后，由低压侧供给电压等级为1140V电源供掘进期间使用。2.进行电气保护整定计算（1）、风机电缆截面选择计算：A、按允许长时供电电流计算：IeI允I允：查表得：50mm²的橡套电缆的允许负荷电流为173AP×103Ie= ·na cos·

55、;Ue式中：Ie：按允许长时供电电流P：负荷总和；两台风机cos：功率因数；取0.95Ue：额定电压 na：负荷同时利用率，一般取0.850.9则风机电缆截面选择计算：60×10³Ie= ×0.85 =55.25A I允 =173A ×0.95×660所以风机线路选择50mm²的橡套电缆。（2）、该巷的动力电源，由三水平戊二一变6KV高压经该头630KVA移变调压后，由低压侧供给电压等级为1140V电源供掘进期间使用。EBZ200型掘进机负荷337.5 KW（切割电机200KW、泵站电机110KW、第一运输机功率16.5KW、二运转载功率11KW）1台、JD-11.4绞车2台、SPJ-800型胶带输送机一部(2×75KW)、水泵30KW、其它设备按最高计算为30KW。胶带输送机、溜子电源由三水平戊二一变低总开关直接供给电压等级为660V电源供其