煤矿作业规程规范

1、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主副斜井联络巷。二、掘进目的及用途掘进目的是为形成上组煤的通风系统，满足该采区的通风、运输、行人及管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：325m2、服务年限：20年附图2：上组煤南翼回风大巷巷道布置平面图。四、预计开工竣工时间计划开工日期：年月日开工。实际开工日期：年月日开工。第二节依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书为XX煤矿设计说明书，2012年。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为XX煤矿地质说明书。2012年。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采区开采情况上组煤回风大巷位XX东部

2、，大平台以南一带，距乌海市海南区约XXkm。全井田东西最宽约XXkm，南北最长约XXkm，井田为一不规则多边形，面积约XXkm2。地理坐标：东经：XXXX；北纬：XXXX。开采标高：+600m。井田内没有文物古迹、自然保护区，井田中部有前旗焦化厂居民房和广纳勇创煤场。第二节煤（岩）层赋存特征1、8号煤层：顶板岩性多为灰白色泥岩及细、粉砂岩，底板岩性为灰褐色粘土岩及灰黑色砂质泥岩。9号煤层：伪顶为粘土岩、炭质泥岩、泥岩，易于破碎冒落，其顶板维护很困难。底板为泥岩及砂质泥岩，薄片状极易破碎，属不稳定底板；16号煤：直接顶为砂质泥岩、泥岩、少量泥岩，顶板冒落性属中等。底板为泥岩、炭质泥岩或粘土岩，属

3、不稳定底板。2、8-1号煤层：直接顶岩性为砂质泥岩、泥岩，性脆、质软，薄层状，水平或波状层理，厚度1.85.42m抗压强度14.1943.40MPa，抗拉强度1.234.93MPa。老顶：岩性为中细砂岩，厚度2.111.25m，中厚厚层状，泥质、钙质胶结，抗压强度13.3766.25MPa，抗拉强度1.234.93MPa。底板岩性为砂质泥岩、粉砂岩，性脆，厚度0.785.7m，抗压强度10.173.28MPa。表1煤层特征情况表指标参数备注煤层厚度（最小最大/平均）/m4.12煤层倾角（最小最大/平均）/（）414/9煤层硬度f5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/

4、d/瓦斯涌出量/（mst-i）00.15ms/min表2煤岩层顶、底板情况表顶底板名称岩石类别厚度/m岩性顶板基本顶灰色砂质泥岩灰白色，厚层状直接顶灰色砂质泥岩中厚层状，节理发育伪顶无/底板直接底灰色砂质泥岩厚层状，节理发育二、煤层瓦斯涌出量、发火期、煤尘爆炸该煤层瓦斯绝对涌出量为00.15m3/min。自燃倾向性等级为II级，自燃倾向性属于自燃。有煤尘爆炸危险性。第三节地质构造1、煤层倾角414，煤层赋存稳定，煤层埋藏较深，山西组煤层水文地质条件及地质构造中等，本矿井断层较多,工作面推进长度短,不排除大断层附近小断层的存在,对工作面开采不利，在井田的深部，存在奥灰水的威胁。2、煤层呈东西向倾

5、斜，西低东高，倾角为414，属于缓倾斜中厚煤层。3、本井田煤层属自燃煤层，矿井为低瓦斯矿井。4、井田内断层皆为倾向断层。第四节水文地质一、水文情况1、概况井田位于桌子山南段岩溶水子系统中部，为岩溶水径流区，属剥蚀残山地貌。井田地势平坦，地表为第四系风积砂覆盖，东南部、西北部基岩零星出露。地势总体为南部高，北部低，东部高，西部低，最高点西南角标高1265m,最低点西北角标高1222m，最大高差43m。本区地表水系属黄河水系,北部边界一带有小的冲沟，为黄河支流卡布其沟支沟，沟谷为干沟，雨季排泄洪水。井筒标高1248T256m，井筒附近洪水位标高1230m，本区奥灰水位标高1070-1115m，主采

6、煤层9、16号煤层底板标高分别为680-1020m、630-960m，可采煤层位于奥灰水位以下，为带压开采煤层。2、含水层的分布特征（1）、全井田分布，为第四系风积砂、砂砾石，为透水不含水层。（2）、上、下石盒子组砂岩裂隙含水层从钻孔简易水文资料和水文孔抽水试验资料分析，石盒子组砂岩含水层总体富水性弱，在断层带附近当切割厚层砂岩体时，含水层富水性中等。（3）、开采后，岩溶地下水可通过断层通道向矿井运移。（4）、在开采过程中，应采用超前钻探措施对落差较大断层进行探测，准确探明断层的位置、倾角、落差及含水性，指导巷道布置。（5）、8号煤层突水系数0.0170.044MPa/m，上组煤带压开采区段突

7、水系数均小于突水系数临界值0.06，属于带压开采安全区，可以正常带压开采，但应注意局部构造导水。（6）、矿井水文地质类型根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队2012年4月编制的内蒙古自治区桌子山煤田白云乌素矿区XX煤炭公司煤矿水文地质补充勘探报告。本矿井上组煤水文地质类型为中等型。（7）、矿井涌水量根据内蒙古自治区煤田地质局117勘探队2012年4月编制的内蒙古自治区桌子山煤田白云乌素矿区XX煤炭公司煤矿水文地质补充勘探报告。采用比拟法和大井法分别进行了计算，上组煤正常涌水量为130ma/h，最大涌水量为191m3/h第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置上组煤南翼回风大巷布置在8号煤层中，

8、跟8号煤层顶板掘进，开口在主斜井内，与风井贯通。第二节矿压观测一、锚杆锚固力检测使用18X1800伽左旋螺纹钢，锚固力264KN，每100根抽检5根现场检测。第三节支护设计一、巷道断面巷道为半圆拱形，S净=1705皿s掘进=18.2。附图3：巷道永久支护断面图二、支护方式（一）永久支护巷道永久支护方式采用全断面锚网喷支护，使用1.8m左旋螺纹钢锚杆，64锚杆间排距为800伽X800伽。网为6钢筋编织的钢筋网，钢筋网规格：（长X宽）为3000mmX800mm，钢筋网孔径100mmX100mm。铺网必须平整紧贴帮顶，网与围岩必须密贴，间隙不得大于30。网与网边对接，200血连一扣，网扣必须拧紧。喷

9、浆所用的水泥为425号普通硅酸盐水泥，砂子为纯净的河砂，并用水冲洗干净；喷浆比例1：2。浇灌水沟石子直径不大于15mm，混凝土中水泥：砂子：石子配合比为1：2：3。（二）按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L+L12式中L锚杆长度,m；H冒落拱高度，m；K安全系数，一般取K=2；L锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；1L锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m。2其中：H=4L二0.534m2f2x4.4式中B巷道开掘宽度，取4.7m；f岩石坚固性系数，砂质页岩取4.4。则：L=2X0.534+0.4+0.1=1.568m2、锚杆间距、排距计算，设计令株排距均为a，则a

10、亠KHr式中a锚杆株排距，m；Q锚杆设计锚固力，64KN/根；H冒落拱高度，取r被悬吊砂质页岩的重力密度，取19.992KN/m3安全系数，一般取K=2丫2x0.534x19.992一97m施工时取a=800mm通过以上计算，选用1.8m左旋螺纹钢锚杆，锚杆排距800m。锚杆打设后要及时全断面挂菱形网。铺网必须平整紧贴帮顶，网与围岩必须密贴，间隙不得大于30m。网与网边对接，200m连一扣，网扣必须拧紧。工作面爆破后要及时进行初喷，初喷厚度为4050m,爆破后距离不大于3.0m；复喷厚度为6070m,复喷后总厚度为100m。复喷距工作面迎头不得超过15m。爆破前锚网支护到工作面不大于0.75m

11、,爆破后锚网支护到工作面不大于1.95m。当围岩稳定性较差时，锚杆排距缩小至600m。（三）临时支护1、临时支护方式临时双臂梁：50mm钢管端头焊接400mm长的钎子。数量：2根（4副专用特制的连接器）2、支护设计平、剖、断面图（见附图）3、施工方法与工艺（1）、爆破后先敲帮问顶，之后及时支设双臂梁。（2）、双臂梁前端插入已预留的孔内，后端用挂钩挂在后部巷顶的专用绳头上。（3）、在双臂梁上铺好钢筋网，钢筋网与双臂梁之间用8铁丝捆绑牢固未接顶处用板皮接实。4、质量标准与要求1、双臂梁用50mm的钢管加工，长3m，前端焊接400mm长的尖钎子，全长3.4m。2、钢筋网用16mm的钢筋加工制作，其规

12、格：长乂宽=6000X800mm。3、锚杆未打好之前不得撤除临时双臂梁。4、架设双臂梁时人员必须站在已支护好的安全地点操作。第四节支护工艺一、锚网喷支护（一）支护材料1、锚杆及锚固剂：锚杆采用1.8m左旋螺纹钢锚杆，托盘为正方形，规格（长X宽）为120mmX120mm，用8mm钢板压制成弧形。2、网采用6钢筋制作的钢筋网，网的规格为长X宽=3000伽X800mm,网格为长X宽=50mX50mm,铺网必须平整紧贴帮顶，网与围岩必须密贴，间隙不得大于30m。网与网边搭接，搭接长度100m，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距100m，网扣必须拧紧。3、喷浆必须采用标号不低于42

13、5号水泥，砂为纯净的河砂，含水率为4%6%。石子粒直径小于20m，将粒径大于15m的石子控制在20%以下，石子过筛，并用水冲洗干净。喷浆抗拉强度为22MPa、抗压强度为1.6MPa，配比为水泥：砂子=1：2。速凝剂型号为J85型，掺入量一般为水泥重量的2%3.5%，喷拱取上限，喷淋水区时可分情况加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。（二）锚杆安装工艺1、打锚杆眼：打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位要准确，眼位误差不得超过100m，眼向误差不得大于15

14、。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度1.7m。打眼应按由外向里、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，然后把1块树脂锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头上套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆安装机。搅拌旋转大于35s后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘拧上螺帽。20min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，

15、拧紧力矩不小于80Nm，锚杆盘要紧贴岩面。（三）喷射砂浆1、准备工作：（1）检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求（复喷时），发现问题应及时处理。（2）清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。（3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。（4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。（5）喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射砂浆的工艺要求：喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以lm1.2

16、m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹少，一次喷射混凝土厚度3050mm,并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h。否则，应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作：喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹率不得超过20%。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排

17、水管，然后再喷浆。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射砂浆回弹率不得超过20%，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30%。开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。4、喷射质量：喷射前必须清洗岩帮、清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、赤脚”。5、支护材料每米用量：巷道每米材料消耗量见表3表3巷道每米材料消耗量表项目单位巷道lJU岩煤锚杆根

18、/m12钢筋网m2/m8.9托板块/m12石子m3/m0.65砂子m3/m1.0水泥kg/m300速凝剂kg/m15二、巷道工程质量规定锚网喷支护巷道工程质量规定见表4表4锚网喷支护巷道工程质量规定表巷道中心线质量标准优良/mm合格/mm部位巷道规格/mm轨道巷拱基线5000+1000+150500左帮500巷道中心线拱基线27000+1000+1502700右帮2700巷道净高0+1000+150腰线至拱顶2400间排距/mm100腰线下1000800X800孔深/mm0+50锚杆规格/mm18X1800外露长度/mm5050角度/（）75锚固力/KN6464/根距工作面距离/m0.750.

19、75强度/MPa22喷射厚度/mm墙90%左右100拱左右项目质量标准部位巷道规格/mm优良/mm合格/mm轨道巷喷射砂浆表面平整度/(mmm-)50基础深度/%90%喷射质量90%均匀无裂隙初喷距工作面距离/m3复喷距工作面距离/m15水沟中心位置/mm50巷道中线至水沟距离/mm宽度/mm30400深度/mm30400距工作面距离/m3030周边眼残痕率60%巷道卫生巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道开口施工方法：1、施工前地测科必须提前标定开门位置，标定巷道中腰线，施工单位严格按线施工。2、开门前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固，并

20、将各种管路、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。3、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。二、施工要求：施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理浮矸、危岩。开口处的警戒位置：直巷距爆破点不小于120m，弯巷距爆破点不小于75m；警戒的布置必须由当班班组长亲自安排设置与撤除。开口5m范围内，循环进度缩小至0.80m，空顶距为零，每循环永久支护到迎头。爆破前，由专职瓦斯检查员对开口处及开口地点附近20m范围内的瓦斯浓度及其他有害气体进行测定，只有当瓦斯浓度不大于1%，其他有害气体不超过煤矿安全规程规定时方可爆破。爆破前严格执行“一炮三检、三人联锁、放炮停电”放炮制

21、度。跟班人员及时检查周围的支护状况，有隐患及时处理。三、喷锚施工方法：1、掘进班施工方法：（1）及时架设临时支护在有效支护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩，然后对迎头暴露围岩进行初喷，初喷厚度40血50mm；（2）迎头初喷并初凝20min后，打迎头耙装吊挂眼，对迎头矸石进行耙装；耙装后没有初喷上的围岩要重新进行初喷；（3）由外向里打设锚杆，锚杆未打好之前不得撤除临时双臂梁。（4）锚杆托盘紧贴岩面，螺母必须拧紧。（5）锚网支护必须符合标准。2、喷浆班施工方法：（1）喷浆盖网，喷层厚度为60m70mm喷后不露网筋，达到设计总厚度100mm。第二节凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方

22、法破岩。1、打眼机具：采用YT24型风钻打眼安装锚杆，风源来自可移动式压风机2、装载、运输及喷浆：施工中采用P-30B型耙斗式耙装机装岩（煤）、It矿车运输，平巷人力拥车，喷浆机的型号为转子IV型。3、降尘方法：湿式打眼、水炮泥装药、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。第三节爆破作业一、爆破材料及器材：1炸药：使用煤矿许用二级乳化炸药，药卷规格：28mmX200mm，重200g。2雷管：煤矿许用I-V段毫秒延期电雷管。3发爆器：使用FD200D（A）型隔爆多功能发爆器。4母线：铜芯胶质母线。二、装药结构正向连续柱状装药。掏槽方式：楔型掏槽。起爆方式：正向起爆，全断面两次装

23、药两次起爆。联线方式：为串、并联联线。第一次起爆掏槽眼、辅助眼。第二次起爆周边眼、底眼、底角眼。三、巷道采用光爆锚喷向前掘进，根据围岩硬度周边眼距定为300伽，抵抗距为500血。周边眼距与抵抗距之比值，周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度400伽500伽。炮眼利用率为90%，眼痕率达到60%以上。正向装药结构图如下：三、炮眼布置图及爆破说明书总装药量Q：Q二qsln=1.68X18.28X1.6X0.9=30.7(kg)q单位炸药消耗量，1.68kg/m3s巷道断面面积18.28m2l炮眼深度1.6m，n炮眼利用率，取90%炮眼数量N：N=qxsxmxn/(xxp)=(1.68X18.28X0.2

24、X0.9)/(0.26X0.2)=106(个)m每节药卷长度，200mm。n炮眼利用率，取90%x炮眼炸药系数，一般为0.20.5,取0.2p每节药卷重量，取200g。（3）炮眼布置图及爆破说明书实际炮眼数量取106总装药量为22.7（kg）附表5：爆破说明书炮眼名称眼号眼深（m）角度（）装药量（公斤）雷管段号连线方法封孔长度水泡泥块数水平垂直每眼眼数总量掏槽眼1-61.876904X0.264.8I次串联起填满封实每眼块辅助眼7-181.690903X0.2127.2II19-371.690903X0.21911.4II38-561.690902X0.2197.6II周57-631.6889

25、01X0.271.4III边眼87-931.688901X0.271.4爆94-1031.690882X0.2104.0W64-861.690881X0.2183.6W104.1051.688882X0.220.8V1061.688783X0.210.6V合计10642.8106说明：炮眼角度以炮眼和自由面的夹角为准，眼距在图上标注。附表5-2：爆破指标表编号项目单位指标1煤坚硬程度普氏（F）系数1.762炸药Kg/循环42.83雷管发/循环1064循环进度m1.65炮眼利用率%906爆破体积m329.248备注：附图：巷道断面炮眼布置及三面投影图第四节装载与运输一、装载巷道掘进施工中用P-3

26、0B型耙斗式耙装机装岩（煤），机身前设有照明灯耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆800mm1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600m800伽，固定楔孔深不小于800伽，眼距不小于lm。耙装机平巷固定时，用4个卡轨器固定牢固，耙装机装岩槽上方两侧必须安设封闭式护身栏杆，护身栏杆应用直径不小于20m的钢筋焊制，网络间隙不超过200m，护身栏杆的高度为500m，高出操作位置不小于300m。封闭式挡绳栏杆用钢绞线制作，两侧用U形卡子固定在护身栏杆上，顶部在巷道拱顶正中固定好铁丝，用铁丝固定钢绞线，共设封闭栏杆2根。耙装机距工作面距离为618m为宜，最大距离不超过22m。二、运输施工中采用

27、It矿车运输，平巷人力推车，电机车牵引；电机车型号CDXT-8型。电机车牵引一次不超过25个重车，速度不超过4米/秒。矿车所装材料露出车外，高不超过200mm，宽不超过200mm，长不超过300mm。第五节管线及轨道敷设一、管线在掘进施工中电缆敷设在人行道一侧，风水管、风筒敷设在非人行道一侧。电缆钩固定在腰线以上0.8m处，每隔lm个，电缆垂度不超过50m。水管固定在腰线以下0.2m处，风管固定在腰线以下0.3m处，接口严密，不得出现漏水、漏风现象。水管距工作面20m范围内使用一寸胶管、20m外使用一寸铁管，要随工作面及时延长，以备工作面正常用水。风筒吊挂在腰线以上1.1m处，环环吊挂，风筒口

28、距工作面不得超过8米。二、轨道掘进时铺设30kg/m的轨道，轨距600m，枕木规格（长X宽X厚）为1200mX150mX120m，轨枕间距不大于lm。铺设的轨道必须符合“质量标准化验收标准”中的规定，轨道应平坦一致，轨道接头处要保证质量，轨道接缝不大于5m，高低、左右差错不得大于2m，两条轨面高低差不得大于5m。加宽轨距误差不大于5m不小于2m，外轨抬高误差不得大于3m。轨道构件齐全，紧固有效。无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象。第六节设备及工具配备设备及工具配备见表6表6设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格功率/KW单位数量备注1局部通风机JDF-No3.5/602X30台22耙装机P-3

29、0B17台13风钻YT24/部25喷浆机转子IV型5.5台16风镐FG-8.3/台17移动压风机SM系列132台18照明综保KSZG-2.55.5台1第五章生产系统第一节通风一、掘进工作面风量计算利用局部通风机做动力,通过风筒导风的通风方法,采用压入式通风,局部通风机安装在地面主斜井井口大于20m以外的进风侧，将新鲜风流经风筒输送到掘进工作面,污风沿掘进巷道排出。1、按瓦斯绝对涌出量计算:Q=100XqXk式中Q掘进工作面所需风量.ms/minq掘进工作面瓦斯绝对涌出量q=0.15m3/minK瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.62.0因此Q=100XqXk=100X0.15X2.0=30m3/m

30、in2、按巷道允许最小风速验算:Q=60XvXs式中V掘进工作面允许最小风速，（岩巷取0.15m/s）S掘进巷道的断面，18.28m2因此Q=60XvXs=60X0.15X18.28=165ms/min3、按装药量计算：q=7.8站ACxS）2/t式中A掘进工作面爆破时最大装药量，取42.88kg；S掘进巷道的断面，S=18.28；L从工作面至炮烟被稀释到安全浓度的距离，取200米；t通风（爆破后等待）时间，取30分钟。q=7.8號AC%S）2/t=215.97m3/min4、按工作面人数计算:Q=4N式中N-工作面同时工作最多人数（人），取30人。因此Q=4N=4X15=120m3/min式

31、中n工作面工作的最多人数30人，其中：当班人数9人、接班人数9人、瓦检员2人、安检员2人跟班干部2人、小分队人员3人、闲杂人员3人。由以上计算结果，取数值大的作该面理论供风量。但不小于60m3/min最后确定工作面供风量为140m3/min工作面有效风量:Q=Q（1-nLi）效s式中Q风机出口风量取400m3/minsn风筒最多节数取120节Li每节风筒漏风率取0.005因此Q=Q（1-nLi）=400X（1-120X0.005）=160m3/min效s故有效量大于140m3/min满足要求5、掘进工作面风量验算：掘进工作面风量验算，系指验算掘进工作面风筒出口的风量。（1）按掘进工作面温度和炸

32、药量验算。每循环最大炸药量为24.8kg,温度1622C，查表得掘进工作面需要风量为60m3/min。（2）按瓦斯绝对涌出量进行验算。根据煤矿安全规程第一百三十六条规定：采掘工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%进行验算。也1%掘式中q该掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取0.15m3/minQ掘一一掘进工作面最低需要风量，m3/min；回风流中瓦斯浓度为：qCH44m3/人Nmin式中Q掘进工作面最低需要风量，m3/min；掘N掘进工作面同时工作最多人数，取15人。故98.1三15=6.54m3/人min4m3/人min式中n工作面工作的最多人数30人，5、局部通风设备、设施选型:通过以上计算及验算，选择

33、FBDNo6.3/60型（2X30）局部通风机。压入式通风，配合0600mm的风筒，即可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。二、局部通风机安装地点和通风系统局部通风机安设在主斜井地面大于20m以外的进风侧，掘进过程中如通风系统调整、变化时，必须及时调整局部通风机的安设位置并编写补充措施。通风系统：新鲜风：局部通风机一工作面污风：工作面一主斜井一地面。附图：通风系统示意图第二节压风风源来自地面压风机，通过压风机管路分别用2寸铁管和1寸胶管接至工作面。压风机风压为0.75Mpa，工作面最小风压为0.4Mpa。压风系统：地面一主斜井一工作面第三节瓦斯抽放根据提供的地质资料，没有瓦斯异常区，施工

34、过程中不需要进行瓦斯抽放工作。12第四节综合防尘防尘水源来自地面水池。供水管路由地面水池一主斜井一工作面。工作面分别2寸、1寸铁管和1寸胶管接至工作面。爆破喷雾安设在距工作面迎头20m处，净化水雾安设在距工作面迎头50m处。施工过程中采用湿式打眼、自觉佩戴防尘口罩、放炮使用水炮泥、爆破喷雾、装岩（煤）洒水、冲刷岩帮、净化风流等综合防尘措施。第五节防灭火在施工过程中要加强电器设备管理，确保完好，定期冲刷巷道周边，浮煤清净。施工人员必须携带过滤式自救器。掘进工作面所有电气设备必须采用防爆型及安全火花型设备。风筒采用阻燃型的。作业人员严禁穿化纤衣服，严禁携带易燃易爆的物品。在掘进过程中无自燃现象，施

35、工过程中要及时清理浮煤，定期冲刷巷道，并由瓦斯检查员进行经常性检查。距工作面迎头50m100m处配备两台MFZ-5型贮压式干粉灭火器。第六节安全监控一、甲烷传感器及甲烷断电仪的布置和使用1、巷道内采用KJ90安全监测系统对掘进工作面甲烷浓度进行监测，通过通信电缆对数据送到地面中心监测室进行处理并监控。2、瓦斯监测甲烷传感器设两个，一个（T）垂直悬挂在距工作面迎头小于15m的回风侧，距巷顶不大于300mm，距帮不小于200mm；另一个（T）垂直悬挂2在距主斜井内距回风口10m15m处,距巷顶不大于300mm的巷中处，爆破前，班长必须安排跟班电工负责，将工作面的甲烷传感器移到安全地点，爆破后及时移

36、回规定的位置。3、瓦斯遥测甲烷传感器工作范围：（1）、报警浓度：（T）21.0%；（T）21.0%12（2）、断电浓度：（T）21.5%；（T）21.0%、复电浓度：(T)、(T)V1.0%12(4)、断电范围：(T)、(T)掘进工作面巷道内全部非本质安全型电器12设备。二、便携式甲烷报警仪的配备和使用区队长、技术员下井时，必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(甲烷报警点为1%)必须进行处理。(2)爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，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

37、长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内回风侧，当报警仪报警时，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，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，仪器报警时不得通电或检修。第七节供电一、供电系统1、该迎头掘进施工中，供电电源来自地面变电所向工作面供电。采用单回路干线分支向各掘进配电点供配电。掘进工作面配电点采用辐射式供电方式。变压器一次电压等级为6KV,二次电压为660V,掘进工作面供电电源为660V。电缆要吊挂整齐，电缆钩每1m一个，电缆的垂度不大于50伽。配电点设置在距工作面100m以外的安全地点，并

38、且采用风电闭锁。变电所总开关设有检漏继电器，对整个线路进行绝缘监视。2、工作面设备装机总容量为200KW。3、工作面设备以及供电电缆：4、电力负荷计算(电缆选型计算)：按允许持续通过载流量选择电缆截面：In二PeX103/n烏VeCOSGeA、支线电缆选择：、供局扇电缆选择：In=PeX103/n3VeCOSe=60X103/0.9X、3x660X0.8=72.8A选择UPX162型电缆，其允许载流量为85A72.8A合格。3、供耙斗机电缆选择：In二PeX103/n、；3VeCOSe=17X103/0.9X-3X660X0.8=26A选择UPX162型电缆，其允许载流量为85A26A合格。3

39、、供喷浆罐电缆选择：In二PeX103/n厉VeCOSe=5.5X103/0.9X、3X660X0.8=6.68A选择UPX42型电缆，其允许载流量为36A6.68A合格。3B、干线电缆选择：1)、供局扇电缆选择：同上、供动力电缆选择：In二PeX103/n打VeCOSe=(60+17+25+5.5)X103/0.9X3X660X0.8=84.9A选择UPX162型电缆，其允许载流量为85A84.9A合格33、设备选型、电流整定计算、喷浆罐：选用转子IV型喷浆罐：电机容量5.5KW整定值：IZ=1.15Pe=1.15X5.5X2=12.56A取整定值为20A、耙斗机：选用P-30B型耙斗机：电

40、机容量17KW整定值：IZ=1.15Pe=1.15X17X2=39.1A取整定值为40A、局扇：选用JDF-No3.5/60型(2*30)局扇：电机容量2*30KW整定值：IZ=1.15Pe=1.15X60X2=72.8A取整定值为85A、风机专用馈电开关：整定值：IZ=6X1.15Pe=6X1.15X28=193.2A取整定值为200A附图：供电系统图。第八节排水根据地质说明书的有关资料，南翼回风大巷在施工过程中，不穿过强基岩含水层，但在局部穿弱含水层造成巷顶出现滴水现象。排水系统：工作面f主斜井一地面第九节运输1、运矸：工作面f主斜井f地面。2、运料：地面f主斜井f工作面。第十节照明、通信和信号一、照明施工过程中在耙装机前方安设耙装照明灯。二、通信距工作面100m设一部电话。三、信号绞车提升信号：提升安装专用语音信号，语音信号型号为：ZDX-1H-K