己15-12070中间机巷作业规程2014-12-17

1、第一章 概况第一节 概述序号项 目内 容 说 明1巷道名称己15-12070中间机巷（附图1：己15-12070中间机巷布置平面示意图；附图2：己15-12070中间机巷预想剖面示意图）。2巷道用途为己15-12070采面进风及区域瓦斯治理用。3设计长度1482m4工程量总工程量为1482m 5巷道坡度该巷沿己15煤层顶板施工6服务年限约35年7开竣工时间1、预计开工时间2014年7月6日2、预计竣工时间2015年7月30日50第二节 编写依据一、工作面设计及批准时间 巷道施工的依据是己15-12070采面设计图，批准时间为2013年2月。二、地质说明书及批准时间 巷道地质资料依据是己15-1

2、2070采面地质说明书及附图，批准时间为2013年2月。三、相关的技术要求及安全措施编制依据1、煤矿工人安全技术操作规程指南（掘进），2006年版。2、煤矿安全规程，2011年修订版。3、煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法（试行），2013年版。4、关于规范开拓掘进工作面作业规程编制的指导意见，平煤股份开便2011。5、煤矿防治水规定，2009年版。6、防治煤与瓦斯突出规定，2009年版。7、平煤股份公司防治煤与瓦斯突出实施办法（试行），平煤股份2010147号。8、其它国家相关法律法规。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况己15-12070中间机巷地面相对位置位

3、于丁沟村南侧、孟良寨山西部。地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1 井上下关系对照表采区己二采区工程名称己15-12070中间机巷地面标高+120.5+250.5m井下标高667.5718.5m地面的相对位置位于丁沟村南侧、孟良寨西部，4910与5302钻孔之间。井下相对位置及四邻采掘情况该巷道位于己二采区东翼上部第四个区段，紧邻己15-12070机巷上面布置。巷道西靠-600m水平轨道石门及己二采区三条下山，东部邻近矿井53勘探线，南面紧邻己15-12070中间机巷，以北为己15-12050采面。邻近采掘情况对掘进巷道的影响己15-12070中间机巷抽放巷因施工穿层钻孔对其顶板和两帮有一

4、定影响。第二节 煤层赋存特征该采面煤层结构单一，厚度较为稳定，己15煤层厚度2.13.5m，黑色、粉末状，较为松软、破碎，具条带状结构，以亮煤为主，宏观煤岩类型为半亮型煤，玻璃光泽，采面煤层为分层状态，夹矸厚度5.16.8m，己16-17煤层厚度0.91.8m。煤层倾角变化较大，一般在712，平均8。1、煤层赋存特征见表2。2、煤层顶底板情况见表3。3、矿井综合柱状图见表4。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）m2.15.8/3.2煤层倾角（最大最小平均）（）712/8煤层硬度f0.20.6煤层层理（发育程度）较为发育煤层节理（发育程度）较为发育自然发火期d79

5、自燃煤层绝对瓦斯涌出量m3min-161.56相对瓦斯涌出量m3t-119.27煤尘爆炸指数（%）19.1922.47地 温39.7050.57二级高温区表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类型硬度厚度（m）岩性顶 板基本顶622.541.4灰色、块状结构，以石英为主，裂隙发育，分选中等，富含云母片，具交错层理。直接顶13.53.04.8灰色，块状结构，镜面发育，具波状层理。伪顶10.51.0灰色、致密、细腻，块状结构，性脆。底 板直接底233.25.8灰色，块状结构，镜面发育，较破碎。老底58.5-12.0深灰色、块状、隐晶质结构，含动物化石碎屑，上部有一层厚0.3m煤线。第三节 地质构造己

6、15-12070中间机巷沿已组煤层顶板施工，掘进期间，主要受矿山静压力影响。根据己15-12070中间机巷抽放巷揭露地质构造情况分析，预测己15-12070中间机巷大型地质构造较少，但小型构造较为发育。预计断层附近煤层有一定变化，顶板破碎，对防治瓦斯和顶板管理造成较大影响，需加强瓦斯和顶板管理。地质构造见表1。表4 断层情况表断层名称走向（度）倾角（度）性质落差（m）对掘进的影响程度F113545正断层0.5有一定影响F2195105正断层0.4有一定影响F3237147正断层0.3有一定影响F4340250正断层0.4有一定影响F550320正断层0.5有一定影响F640310正断层0.8有

7、一定影响第四节 水文地质该采面煤层顶板以上为裂隙承压砂岩含水层，以细中粗粒砂岩为主，在白石山背斜轴部比较发育，渗透系数0.00178m/d,富水性弱极弱。该采面煤层底板直接含水层一般由34层灰岩组成（L7L10），埋深多在-600m以下，岩溶裂隙发育不均一，差异性较大，一般岩溶裂隙发育较差，绝大部分裂隙被方解石脉充填，富水弱极弱。受地质构造条件的影响，在白石山背斜轴部两侧和断层发育地段，岩石破碎，渗透率一般为0.0008620.862m/d。煤层底板间接含水层由35层灰岩组成（L1L4），岩溶作用和富水性强于上段（L7L10），岩溶裂隙发育规律与上段基本一样，渗透率0.001370.862m/

8、d。上下段间主要岩性为泥岩、砂质泥岩及中细粒砂岩，为上、下段灰岩含水层之间的隔水层。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置己15-12070中间机巷的开口位置（开口巷道中心）位于中间机巷联络巷与中间机巷交岔点处，现在中间机巷开口施工完毕已经施工至中间机巷7#点前24m处，再向前施工仍以13400方位角沿己15煤层顶板施工与切眼贯通。己15-12070中间机巷采用锚网、锚杆、锚索、W钢带联合支护，设计断面均为：净宽中心净高=46003000mm。附开口位置示意图3第二节 矿压观测1、矿压观测对象：巷道各个交岔点处、己15-12070中间机巷。2、观测内容：顶底板相对移近量及两帮相对移近量。3

9、、观测方法：巷道从开口起设置观测点，交岔点处各设置1个，并作为重点观测区域。从开口处往里每隔50m设一个测站并进行日常顶板离层监测，在两组顶板离层指示仪中间设置测站并采用十字测点法进行底板及两帮变形相对位移量监测。每个观测点设置一个观测断面，并记录好初始观测值，初期（建立后一个月内）每天观测一次，巷道压力稳定后，每5天对巷道顶板、底板及两帮的相对位移量进行测量并读数观测。其中顶板下沉量及下沉速度应控制在以下范围：、巷道施工后10天内，顶板下沉量小于50mm，下沉速度小于5mm/d。、巷道施工后50天内，顶板下沉量小于150mm，下沉速度小于3mm/d。监测数据如果超过上述范围，应及时加密锚索或

10、补套金属棚子加固支护。4、观测的工具为5m的钢卷尺、线绳、记录纸等。5、数据处理：将收集的数据进行分析，总结其矿压显现规律。第三节 支护设计一、支护形式1、临时支护：采用24根DWB-30/100轻型单体液压支柱或使用前探梁。临时支护见附图4。图4 临时支护示意图A 正视图 B 侧视图 2、永久支护：己15-12070中间机巷均沿己15煤层顶板掘进施工采用锚网、锚杆、锚索、W钢带联合支护。巷道过断层或顶板破碎带，锚杆支护无法满足安全需要时，采用U36（腿梁=27002700mm）四节拱型支架支护。、锚杆支护见附图5-1、图5-2。、U36型钢支护见附图6。二、支护规格：顶锚杆支护参数计算：根据

11、该巷设计断面为46003000mm矩形断面，根据首山一矿的地质条件以及现在工程中锚杆的使用情况，采用工程类比法及现场经验选择锚固法加固顶板，按加固拱原理计算。1）、锚杆长度：L=N（1.1+B/10）=1.5（1.1+4.6/10）=2.34m，取2.4m。式中：N围岩稳定性影响系数，取1.5；B巷道跨度4.6m；2）、锚杆直径：=L/110=2.4/110=0.0218m=21.8mm，取22mm。 3）、锚杆间排距：按组合梁层间不发生滑动，并保证最下面一层岩层的稳定，锚杆间排距应为：D1.63h1式中:h1最下一层岩层厚度，选用0.2m；n1最下一层岩层的抗拉强度析减系数，取0.4；l1最

12、下一层岩层的抗拉强度，取1.4Mpa；k1安全系数取9；kp动压巷道围岩取2；1最下一层岩层的容重取2.5T/m3；则D1.630.2=0.813m；故选取顶锚杆间距为750mm，排距为800mm符合要求。4、煤帮锚杆支护参数计算：煤帮锚杆长度：1C3L1锚杆外露长度一般取0.3m两帮煤体受挤压深度CC=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)htg(45-/2)式中：K自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取2.8r 上覆岩层平均容重，取1.8t/mH巷道埋深，取872mB固定支撑力压力系数，按实体煤取1fc煤层普氏系数，取1.25Kc煤体完整性系数，取0.9

13、1.0a煤层倾角，取10h巷道掘进高度，取3.0m煤体内摩擦角，煤体内摩擦角取51.3C=(2.81.88721)/(10001.251)cos(10/2)-13.0tg(45-51.3/2)1.8m锚固端长度：3/(d)式中：设计锚固力100kNd帮锚杆孔直径取30mm树脂药剂与煤体粘结强度取40kg/cm2则3100/(3040)265mm煤帮锚杆长度：1C30.31.80.2652.365m根据计算结果结合矿井帮锚杆常用规格及侧压情况，确定帮锚杆选用202400mm高强树脂锚杆。煤帮锚杆间距：D=Nh/L0KQs=(1003)/(1.053128)0.744m式中：N设计锚杆锚固力100

14、KNK安全系数，取2-3L0煤帮锚杆排距，同顶板排距Qs两帮侧压值，KN故帮锚杆间排距为800mm800mm符合要求。三、支护规格及选用材料说明根据以上计算结果，结合巷道设计断面，巷道支护规格及选用材料如下：1、己15-12070中间机巷顶板支护每排采用1块BHW270-2.75/4600mm钢带、7根222400mm让压锚杆和1块网孔为4040mm的8#冷拔丝46001000mm单层金属网。每根锚杆配先用1卷K2850型树脂药卷，再用1卷Z2850树脂药卷，顶锚杆间排距为750800mm。2、己15-12070中间机巷上帮支护每排采用2块BHW270-2.75/1700mm钢带搭接、5根20

15、2400mm高强锚杆和一块网孔为4040mm的8#冷拔丝20001000mm单层金属网与一块15001000mm单层金属网搭接；己15-12070中间机巷下帮支护每排采用1块BHW270-2.75/1900mm钢带和1块BHW270-2.75/1000mm钢带搭接、4根202400mm高强锚杆和2块网孔为4040mm的8#冷拔丝1500mm1000mm单层金属网；每根锚杆配先用1卷K2850型树脂药卷，再用1卷Z2850树脂药卷，锚杆间排距均为800800mm。3、己15-12070中间机巷锚索沿巷道顶板中心及中心两侧1500mm处各布置一根，采用“三零三”布置，其间排距为15001600mm

16、。锚索规格为21.88000mm，每根锚杆配先用1卷K2850型树脂药卷，再用2卷Z2850树脂药卷，托盘采用30030014mm方托盘。顶板压力大时，采用“三二三”布置，其排距为800mm。一排三根时巷道中心一根，距巷道中心两侧1500mm各布置一根；一排两根时距巷道中心两侧750mm各布置一根。根据现场顶板情况，若顶板破碎不适合锚杆支护时，采用U36四节拱型棚进行支护，棚距700mm。第四节 支护工艺一、支护工艺：锚网支护工艺：交接班安检标定中心开机检查延接胶带输送机掘进机切割出渣输送机出渣敲帮问顶打超前顶柱打锚杆眼注锚杆刷帮挂网打锚杆安全质量检查整理文明生产质量验收。架棚支护工艺：交接班

17、安检标定中心开机检查延接胶带输送机掘进机切割出渣输送机出渣敲帮问顶推移前探梁背紧背牢上梁刹顶挖柱窝栽腿子刹帮安全质量检查整理文明生产质量验收。二、支护工序的安排及要求：锚网支护工艺流程：拉延中、腰线掘进机切割（出渣）敲帮问顶、找净帮顶活煤危岩挂网上锚网梁打临时顶柱标定眼位钻眼安装锚杆安全质量检查整理文明生产质量验收。架棚支护工艺流程：拉延中、腰线掘进机切割（出渣）敲帮问顶推移前探梁背紧背牢上梁刹顶挖柱窝栽腿子刹帮安全质量检查整理文明生产质量验收。三、工程质量标准（一）46003000m的梯形断面锚杆支护质量标准 主 控 项 目1.锚杆的规格、直径、型号、强度、锚杆盘：顶部锚杆：222400mm

18、让压锚杆，帮部锚杆：202400mm高强锚杆，锚杆托盘为使用15015010mm方托盘。2.树脂药卷的型号：2850型药卷。3.锚杆施工质量：杆体和托盘用扭矩放大器上紧，不得松动。4.锚固力：顶部锚杆150KN；帮锚杆100KN。 一 般 项 目1.巷道净宽：4600mm，中线至任一帮距离2300mm，允许偏差0100mm。 2.巷道净高：3000mm，允许偏差 -50200mm（巷道正中心处）。3.锚杆间、排距：（顶）750800mm；-100+100mm；（帮）800800mm；-100+100mm。4.锚杆外露长度：露出螺帽长度为1040mm。5.锚杆角度：垂直煤（岩）面，与巷道轮廓线夹

19、角不小于75。6. W钢带：紧贴岩面，铺设平整。7.铺网质量：金属网铺开展平，网与网搭接100mm，每间隔200mm用12#双股扎丝捆扎一道。8.树脂药卷： 2850型药卷2卷/孔，搅拌时间为305s。 预应力锚索支护工程 主 控 项 目1.锚索规格：21.88000mm ；2.锚索的锚固方式：端锚，锚固材料：树脂药卷Z2850型药卷和K2850型药卷；3.锚索垂直顶板，钻孔角度与巷道顶板轮廓线夹角不小于75；4.锚索孔深：7750-7850 mm，允许偏差50mm ；5.锚索锚固力：不小于350KN。 一 般 项 目1.锚索的间距、排距：15001600mm， 允许偏差100mm，布置位置：

20、巷道中心及向两侧1500mm各布置一根；2.每根锚索采用：K2850树脂药卷1卷/孔（首入孔），Z2850树脂药卷 2卷/孔（次入孔）；3.锚索外露： 150-250mm；4.锚索托盘：使用30030014mm方托盘；5. 托盘必须紧贴顶板，涨拉预紧力不小于40MP。6. 锚索滞后迎头不超过6排(4.8m)，顶板破碎时，中间锚索紧跟迎头。（二）4.63.2m U36型钢拱型棚支护施工质量标准 主 控 项 目1.支架的型号、规格：高宽=46003000mm U36矿用U型钢，卡揽数量：9个；2.背板的材质：长宽厚= 8007050mm木质；3.巷道净宽：4600 mm 允许偏差0100mm；4.

21、巷道净高：3200 mm 允许偏差-30100mm；5.前倾后仰：每68迎1，允许偏差10； 6.撑（或拉）杆：（数量、安装要求）：三道,要求使用材质合格,打紧打牢成线，铁拉杆三道；7.背板的数量、间距，紧固程度：八帮八顶，均匀分布,间距600mm，背刹牢固成线；8.支架柱窝深度：200 mm， 允许偏差-20mm。 一 般 项 目1.搭接长度：400 mm ，允许偏差-500mm；2.卡缆螺栓扭矩：350Nm允许偏差10%；3.支架间距：700mm，允许偏差50mm；4.支架梁扭矩：0mm，允许偏差50mm；5.梁水平度：0，允许偏差40mm；6.卡缆间距：搭接处三道卡缆，紧固有效。U型钢支

22、护的每个搭接处外侧支撑钢端头侧并用两道卡子紧固，内侧支撑钢端头用一个卡子紧固。7.铺网质量：联网搭接不少于100mm，每间隔200300mm用12#铁丝双股扎接一道。8.耳间隙：5mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法1、施工方法：采用ZQS-65/1.6手持式风钻打眼，水胶炸药（35300mm0.33Kg/卷）配合毫秒延期电雷管爆破，MQT-120/2.6风动锚杆钻机打注顶锚杆、锚索，ZQS-65/1.6手持式风钻打注帮锚杆。2.巷道开工方法：、架棚支护：隐患排查加固支架拉延中、腰线打眼装药连线爆破通风敲帮问顶上梁临时支护装运煤栽棚腿刹帮整理质量、搞好文明生产质量验收。、锚杆支护：隐患排查打

23、眼装药连线爆破通风敲帮问顶装运煤临时支护拉延中、腰线打注顶板锚杆打注帮锚杆整理质量、搞好文明生产质量验收。第二节 凿岩方式1.施工方式：采用炮掘成型。2.施工工艺流程及说明（1）、出渣：钻装机装载，皮带运输。（2）、运料：人工搬运使用胶带将物料运到施工地点。表6 施工设备与供电情况表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1风动锚杆钻机MQT-120/2.61120NM气压0.5MPa2液压锚杆钻机MYF-125/3301125NM气压0.5MPa3手持式风动钻机ZQS-50/1.6150NM气压0.5MPa4手持式气动钻机ZQS-65/2.5165NM气压0.5MPa5锚索涨拉机MQ22-

24、300/6016钻装机-55/22FZMX-55/221电动机电压1140V第三节 爆破作业己15-12070中间机巷矩形巷道炮掘施工时，爆破条件，爆破图表，爆破指标见表7-1、7-2、7-3、7-4、7-5、7-6。表7-1中间机巷锚杆支护逐排施工爆破条件矿井瓦斯等级煤与瓦斯突出矿井掘进断面（m2）14.57（岩）普氏系数0.20.6钻眼机具气动手持式钻机炸药种类不低于三级的煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管中间机巷锚杆支护逐排施工爆破图见附图8-1表7-2中间机巷锚杆支护逐排施工爆破参数表眼号炮眼名称炮眼深度（m）炮眼个数炮眼角度装药量（kg）封泥长度（m）起爆顺序联线方式装药结构水平

25、垂直每眼1-4掏槽眼1.1472900.5满眼封堵串联联线连续装药正向起爆5-20辅助眼0.91690900.3321-35周边眼0.91590900.3336-43底眼0.9890770.33合计4314.87注：炮眼个数和装药量可根据现场实际情况做适当调整逐排施工正向装药结构示意图表7-3中间机巷锚杆支护逐排施工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%88.95一循环炮眼长度m39.52工作循环进度m0.86掘进一米炮眼长度m49.43一循环实体煤量m311.667掘进一米炸药消耗量18.64掘进一米煤量m314.578掘进一米雷管消耗量发53.75表7-4中间机巷锚

26、杆支护施工爆破条件矿井瓦斯等级煤与瓦斯突出矿井掘进断面（m2）14.57（岩）普氏系数0.20.6钻眼机具气动手持式钻机炸药种类不低于三级的煤矿许用水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管中间机巷锚杆支护施工爆破图见附图8-2表7-5中间机巷锚杆支护施工爆破参数表眼号炮眼名称炮眼深度（m）炮眼个数炮眼角度装药量（kg）封泥长度（m）起爆顺序联线方式装药结构水平垂直每眼1-4掏槽眼2.0480900.99满眼封堵串联联线连续装药正向起爆5-20辅助眼1.81690900.6621-35周边眼1.81590900.6636-43底眼1.8890840.66合计4329.7注：炮眼个数和装药量可根据现场实际情

27、况做适当调整正向装药结构示意图表7-6中间机巷锚杆支护施工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%88.95一循环炮眼长度m78.22工作循环进度m1.66掘进一米炮眼长度m48.8753一循环实体煤量m323.317掘进一米炸药消耗量18.574掘进一米煤量m314.578掘进一米雷管消耗量发26.875己15-12070中间机巷拱型巷道炮掘施工时，爆破条件，爆破图表，爆破指标见表7-7、7-8、7-9。表7-7U36拱型支护逐排施工爆破条件矿井瓦斯等级煤与瓦斯突出矿井掘进断面（m2）15.07（岩）普氏系数0.20.6钻眼机具气动手持式钻机炸药种类不低于三级的煤矿许用

28、水胶炸药雷管类别毫秒延期电雷管U36拱型支护逐排施工爆破图见附图10表7-8 U36拱型支护逐排施工爆破图表眼号炮眼名称炮眼深度（m）炮眼个数炮眼角度装药量（kg）封泥长度（m）起爆顺序联线方式装药结构水平垂直每眼1-4掏槽眼1.1470900.33满眼封堵串联联线连续装药正向起爆5-18辅助眼0.91490900.3319-39周边眼0.92172900.3340-46底眼0.9790760.33合计4615.18注：炮眼个数和装药量可根据现场实际情况做适当调整逐排施工正向装药结构示意图表7-9 U36拱型支护逐排施工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%77.85一

29、循环炮眼长度m42.22工作循环进度m0.76掘进一米炮眼长度m60.33一循环实体煤量m310.67掘进一米炸药消耗量21.74掘进一米煤量m315.078掘进一米雷管消耗量发65.8第四节 装载与运输己15-12070中间机巷的外围系统已经形成，在己15-12070机巷内铺设一部275Kw胶带输送机与中间机巷联络巷的237KW胶带输送机搭接，迎头使用一台FZMX-55/22钻装机搭接中间机巷的胶带输送机运输。当中间机巷运输800m后铺设第二部胶带输送机至切眼位置，刮板输送机搭接胶带输送机运输出渣。表8 装载设备及运输方式表序号设备名称功率数量安装位置固定方式运输方式运输距离1胶带输送机23

30、7kw112070中间机巷联络巷地锚连续运输130m2刮板输送机240kw112070中间机巷或联络巷地锚连续运输100m3胶带输送机275kw112070中间机巷地锚连续运输800m4胶带输送机275kw112070中间机巷地锚连续运输682m5钻装机160kw112070中间机巷工作面连续运输20m第五节 管线敷设一、管线吊挂：己15-12070中间机巷内的压风管、供水管、排水管、电缆和信号线等靠下帮布置，风筒、瓦斯抽采管靠上帮布置。1、风筒：靠巷道上帮布置，距顶板（或棚梁）300mm，距帮200mm，误差100mm，要求吊挂平直，逢环必挂，不漏风，不脱节。2、电缆：布置在巷道顶板中线，电

31、缆吊挂高度距底板2600mm，误差100mm，使用电缆钩进行吊挂，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、排水管、供水管、压风管在巷道下帮铺设，排水管距底板500mm，供水、供风管分别距底板800mm、1100mm，每根管子至少有两个吊挂点，要求铺设平直不落地。4、瓦斯抽放管在巷道上帮铺设，每根管子至少两个吊挂点，要求铺设平直不落地。表9 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1000m19108#铁丝吊挂5m2压风管108m1900钢丝绳吊挂20m3供水管108m1900钢丝绳吊挂20m4排水管108m1900钢丝绳吊挂20m5瓦斯抽放管20

32、0m1612钢丝绳吊挂20m6缆 线MYP3702m1900电缆钩或打包带吊挂10m7信号线412.5m1900电缆钩或打包带吊挂10m第六节 设备及工具配备表10 设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1风泵FWQB70-30台42气动锚杆钻机MQT-120台23液压钻机MYF-125台14手持式气动钻机ZQS-65台35控制开关QBZ-80台46控制开关QBZ-200台27馈电开关KBZ-400台28综保ZBZ-40台29胶带运输机DSJ800/275台210防突钻装机FZM-55台111锚索张拉机MQ18-180台112电话部513铁锹把1014铜锹把115镐把516锤把

33、417铜锤把118激光指向仪YBJ-500（A）台119局部通风机FBDNo7.1/245部120钻装机FZMX-55/22台121潜水泵BQW-60-100/37台1第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离己15-12070中间机巷采用局部压入式供风，掘进期间延接1000mm的强力阻燃风筒10m一节，风筒接头均采用双反压边(压边长度为100mm)，巷道掘进期间为独立供风系统，最大供风距离为1895m。二、掘进工作面需风量计算（1）按照瓦斯涌出量计算：Q掘 = 125q掘K掘通 (m3min)式中：Q掘 单个掘进工作面需风量，m3min； 125单位瓦斯涌出量配风量； q掘 掘进工作

34、面回风流中瓦斯的绝对涌出量，经统计绝对瓦斯涌 出量计算得1.22m3min；K掘通 瓦斯涌出不均衡通风系数，经复审统计8月份日最大绝对瓦斯涌出量与绝对瓦斯涌出量计算得1.84。掘=125q掘K掘通=1251.221.84=280.6m3/min（2）按二氧化碳的涌出量计算Q掘 = 67q掘K掘通 (m3min)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，经复审统计8月份二氧化碳的绝对涌出量计算得0.2m3min；K掘通二氧化碳涌出不均衡通风系数，经复审统计8月份日最大绝对二氧化碳涌出量

35、与月平均日二氧化碳绝对涌出量计算得1.5。Q掘=67q掘K掘通=670.21.5=20.1(m3min)（3）按掘进工作面同时作业人数计算：Q掘=4N；Q掘=420=80(m3min)；式中：N掘进工作面最多人数，人； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3min。（4）按炸药量计算：因我矿炸药选用的是三级煤矿许用水胶炸药，故Q掘=10A=1029.7=297（m3/min）式中：A一次爆破炸药最大用量，（kg）按爆破图表选用。根据上述计算的最大值，确定Q掘=297m3/min。（5）、按风速进行验算：掘进工作面最低风量Q掘15S掘=218.55（m3/min）掘进工作面最高风量Q掘240S掘=3

36、496.8（m3/min）式中：S掘一掘进工作面的断面积，m2； 15煤巷掘进工作面最低风速的换算系数； 240煤巷掘进工作面最高风速的换算系数。因215.12973441.6，故Q掘=297m3/min符合要求。（6）、按掘进工作面的需风量计算局部通风机实际吸入风量：式中：Q扇局部通风机实际吸入风量，m3/min；Q掘掘进工作面需风量，m3min；100风筒的百米漏风率，%；L风筒全长（通风距离），m；L=1895m。 柔性风筒的百米漏风率按下表取值通风距离L(m)2002005005001000100020002000100 (%)10-155-10321.5因L=1895m，根据上表10

37、0取1.8故：（7）、局部通风机的选型：因FBDNo7.1/245kw对旋式局部通风机单极运转时Q扇=520m3/min，双极运转时Q扇=710m3/min，运转时Q扇满足大于451m3/min的要求，故该工作面选用FBDNo7.1/245KW对旋式局部通风机，该工作面采用双极供风。（8）、按局部通风机实际吸入风量计算巷道全风压供风量：煤巷掘进：Q掘=Q扇Ii+600.25S=710+1513.8=917 （m3/min）式中：Q扇局部通风机实际吸风量，m3/min；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25有瓦斯涌联络巷允许的最低风速，m/s。S 局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大

38、断面积，m2。 三、局部通风机的安装地点局部通风机安设在已15-12070机巷外段与己二运输下山交岔口、距底板300mm以上的位置处。分风器位置选择在顶板完好宽敞的地方吊挂平直、牢靠。四、风筒选型、吊挂位置及风筒出口距迎头的距离风筒吊挂在巷道上帮，采用1000mm的强力阻燃风筒，长度10m一节。风筒末端（出风口）距工作面的距离：有效射程=15.27m（s为掘进断面14.57），风筒末端距工作面距离不大于有效射程，为加强通风，结合现场工作情况，取风筒末端距离工作面为：供风长度300m时应不大于10m；供风长度在300500m时，不大于7m；供风长度超过500m以上时不大于5m。五、风筒反压边标准

39、如图所示图例：风流方向1、风筒敷设平直，采用双反压边接头法，具体为将接头1插入（顺风流）接头2中，将两风筒拉紧使两铁环紧靠（见图a、b），然后将1、2端的反边整齐翻压到2端上，再将接头1的反边翻压到两个铁环之上，翻压时在两个接头上均要留有200300mm的反边（见图c）。2、反压边接头要严密（手距接头0.1m感觉不到漏风），风筒拐弯要设有弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯（折深不超过100mm），挤压（总深度不超过100mm）、变径处设有过渡节，先大后小，不准花接。六、通风路线新风：主、副井-600m水平轨道石门己二采区运输下山己15-12070机巷外段己15-12070中间机巷联络巷己15-1207

40、0中间机巷工作面。乏风：工作面己15-12070中间机巷己15-12070中间机巷回风道己二采区回风下山己二辅助总回风巷新回风井地面。己15-12070中间机巷通风系统见附图11。第二节 压风1、由地面压风机房副井井底车场-600m水平轨道石门己二采区运输下山己15-12070机巷外段己15-12070中间机巷联络巷己15-12070中间机巷工作面供生产用压风，管路供气压力为0.30.7MPa。2、巷道掘进期间，压风自救随掘进而延接增加，每个压风自救袋风压在0.10.3MPa之间，供风量不小于每人0.1m3/min，其位置为：、距回风口10m处设一组，每组5个压风自救袋。、掘进巷道每50m设一

41、组，每组5个压风自救袋。、距掘进工作面2540m设一组，每组15个压风自救袋。3、工作面回风巷道的胶带输送机机头、绞车等固定的有人工作地点应安设一组压风自救装置（数量不少于2个）。4、每组压风自救安装在地点宽敞的人行道侧，阀门手把距地高度1.41.6m，距帮0.3m，阀门手把安装地点设置醒目的物理反光标志，压风自救袋使用专用卡子固定并加强维护管理。5、每个压风自救进风管处设置汽水分离器，压风自救上方设置反光的压风自救指示牌，且压风自救必须挂管理牌。6、压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能，零部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象，压风自救装

42、置工作时的噪声应小于85dB（A）。7、每班施工前由班长派人对巷道内整个压风管路进行检查，不能出现跑风、漏风现象，发现问题及时处理。己15-12070中间机巷压风系统见附图12。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、外探、报警、断电指数均为0.8%CH4，复电浓度均为0.8%CH4，断电范围为掘进巷道内所有非本安型电气设备。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、局扇必

43、须设专人看管，并现场交接班，严禁脱岗和空岗；局扇司机必须经培训合格后持证上岗。6、局扇司机按规定试运转风机的自动倒台效果，任何人不得随意停、开局扇；局扇司机升井后及时到通风调度室汇报当班局扇运转情况。7、风筒吊挂平直逢环必挂接口严密不漏风，无脱节、破口现象，不出现死弯，且风筒末端不落地，距掌子头煤巷5m，岩巷5m发现问题及时处理。8、施工中若有挂破、崩烂的风筒要及时更换。9、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。10、施工现场至少有一节备用风筒，以备及时延接、更换。11、施工中瓦斯里探头挂设在距迎头不超过5m，距顶板不大于300m

44、m，距帮不小于200mm，施工时设专人看管探头，发现瓦斯异常必须停止施工查明原因采取措施后方可继续施工。12、对旷帮空顶部位要充填实，防止瓦斯聚积。13、钻装机装渣期间应控制装渣量及行进速度，防止出渣期煤体片落造成瓦斯超限。14、施工中，若瓦斯浓度达到0.4% CH4时，必须停止施工，加强通风待瓦斯浓度降到0.4% CH4以下时，方可恢复工作。若瓦斯浓度达到0.8% CH4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。15、瓦斯检查员跟班上岗，巡回检查瓦斯。16、施工期间要定期对巷道内的电器设备进行防爆检查，杜绝失爆。17、通风队对瓦斯探头定期调校，以保持灵敏可靠。18、洒水冲

45、尘时，不得将水溅到探头上，以免损坏探头造成失灵产生误报。20、所有施工人员必须佩戴ZH-30（c）隔绝式化学氧自救器,并能正确使用。第四节 综合防尘1、掘进工作面水源由地面净化水池通过219mm水管，经副井、井底车场、-600m水平轨道石门，己二采区运输下山到达己15-12070机巷外段，再通过108mm水管到达掘进工作面。2、供水管路从该巷道开口点起每隔50m设置一个10mm的三通及阀门，并配10mm、长25m的软管与之连接，供生产用水及洒水冲尘，三通不得有漏水现象。3、108mm供水管距迎头不大于20m，且迎头配备一根长不小于20m、10mm的高压软管。4、净化水幕：、巷道内设三道净化水幕

46、，第一道距工作面15m，第二道距工作面3050m，第三道距回风口20m处。、安设的净化水幕洒水时必须覆盖巷道全断面。、净化水幕的阀门及所有连接处必须保证完好，不得有流线性漏水，阀门灵活好用。5、喷雾装置：、喷嘴方向要与巷道风流方向相反。、各运输转载点必须设置好喷雾装置，喷雾装置无水时，不得开动运输设备。、各转载点的喷雾装置的喷嘴高度安在距转载点正中心350400mm的位置，且喷嘴必须正对转载点。6、迎头退后100m、150m分别安设一道捕尘网。捕尘网必须紧贴巷道顶板并封闭巷道全断面，并随工作面推进向前移动。7、在巷道内安设隔爆水棚：a、水棚应设在巷道的直线段内，与巷道的交叉口、转弯处距离不得小

47、于50m。b、隔爆水棚设置地点：位置应设在距工作面60200m范围内。c、隔爆水棚必须符合煤矿用隔爆水棚通用技术条件规定，经国家质检部门检验合格。d、水棚的用水量按巷道断面积计算；辅助隔爆棚不少于200L/,巷道断面积为15，另加10%-20%的富余量，总水量为3600 L，每个水袋水量保证30L，总水袋为120个，水棚的排间距应为1.2m3.0m, 隔爆棚长度不小于20m。e、水棚挂钩位置要对正，相向布置(钩尖与钩尖相对)挂钩角度为(60 5)度，钩尖长度为25mm。f、水棚之间的间隙与水棚同支架或巷壁之间的间隙之和不得大于1.5m，棚边与巷壁之间的距离不得小于0.1m，水棚距巷道轨面不应小

48、于1.8m，棚区内各排水棚的安装高度应保持一致，棚区巷道需挑顶时，其断面积和形状应与其前后各20 m 长度的巷道保持一致。g、隔爆水棚的管理：生产期间，隔爆水棚布置图上须根据生产情况的变动，表明水棚准确位置，注明棚区长度，水棚装置形式、总水量。水棚区布置有上水管接头，备有上水软管。损坏的水棚必须及时更换，随时补充水棚内的水。移动水棚时必须在一个班次完成，且必须放在检修班。水棚盖或水面有沉积的煤尘及时清除。水棚应3天至少进行一次检查。8、巷道内设专职防尘员，负责每天对全巷道进行至少一次洒水灭尘，冲刷巷道帮顶，工作面前30m范围内每班进行一次冲尘。9、坚持湿式打眼（或孔口扑尘），放炮使用水炮泥搞好

49、个体防护工作，爆破前后冲洗煤壁，爆破时喷雾降尘，各转载点喷雾装置出碴时开启，防止煤尘飞扬；所有人员必须佩戴防尘口罩。10、巷道内安设的洒水管路及防尘设施要经常检查，管路要吊挂平直，捆扎牢固，接头严密不漏水，杜绝滴、跑、漏水等现象。11、巷道内的风筒和设备要经常清扫积尘，保持卫生，严禁积尘厚度超过2mm，长度超过5m。12、巷道内设2道防尘帘，防尘帘上风流侧0.3-0.5m处安设净化水幕。13、己15-12070中间机巷防尘系统见图13。第五节 防灭火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、点火物品及非防爆电子产品，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