掘进工作面设计说明书

精选优质文档-----倾情为你奉上精选优质文档-----倾情为你奉上专心---专注---专业专心---专注---专业精选优质文档-----倾情为你奉上专心---专注---专业xxxxx掘进设计说明书编号：号编制单位：xxxxxxx编制日期：2017年10月设计会审记录设计名称编制人参设部门生产部、机电部、安质部部长地点主持人会审时间会审签字栏总工程师采掘副总师机电副总师安全副总师生产技术部地测:采掘：一通三防：机电部机械：电气：运输：安质部会审意见：目录1.概况概述1.1.1设计巷道名称xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽、xxxx综采工作面切眼及联络巷和调车硐室。1.1.2设计用途xxxx胶运顺槽的主要作用是满足xxxx工作面回采时的运煤、通风、管线敷设的需求；xxxx辅运顺槽的主要作用是满足xxxx工作面回采时的通风、行人、物料运输、管线敷设的需求，同时作为1313综采工作面回采时的回风巷，满足工作面回风需求；xxxx综采工作面切眼的主要作用是满足通风、行人及采煤设备的安装。1.1.3设计巷道工程量设计巷道总工程量：12148mxxxx胶运顺槽：5215mxxxx辅运顺槽：5175mxxxx综采工作面切眼：300mxxxx工作面联络巷及调车硐室：1458m编写依据（一）《煤矿安全规程》(2016年版)；（二）《煤矿井巷工程质量验收规范》；（GB50213—2010）；（三）《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法（试行）》；（2017版）（四）《xxxx煤矿初步设计说明书》；（2015版）（五）《煤炭矿井制图标准》；（GBT50593-2010）（六）《连采设备主要技术特征参考手册》；（七）《煤矿作业规程编制指南》；(煤炭工业出版社2011版)；（八）《连采设备安全技术操作规程》；（2015版）（九）《矿山井巷工程施工及验收规范》；（GB50213—2010）（十）《施工现场临时用电安全技术规范》；（JGJ46-88）（十一）《xxxx工作面巷道掘进地质说明书》（十二）xxxx煤业有限公司生产技术部《采掘工程管理办法》2.地面相对位置及地质情况2.1井上下对照关系表表1井上下对照关系表水平、采区一水平一盘区3#煤工程名称xxxx胶、辅运顺槽及切眼地面标高+1148～+1188m井下标高+781～+803m地表特征本工作面胶辅运顺槽地表除少部分沟谷，大部分为黄土梁岗区。井下相对位置xxxx工作面东临xxxx工作面，南至井田边界，西为实煤体，北为一盘区辅运大巷。附：图2xxxx工作面井上下对照图2.2煤（岩）层赋存特征及地质构造围岩特征及地质构造掘进范围内煤层稳定，结构简单倾角小于1°，为近水平煤层。平均厚度约3.14m，埋藏深度为246～403m。伪顶：0.0～0.4m厚的粉砂质泥岩、泥岩，极不稳定，岩石坚硬程度属极软岩至软岩；掘进时容易随煤层一起脱层垮落，遇水易软化，是影响煤质的重要因素，属不稳定岩层（Ⅴ）。直接顶:0.0～1.5m的灰色、暗灰色中厚层状粉砂质泥岩，泥质粉砂岩互层；斜层理发育，部分区段呈块状层理，含植物叶片化石，与下层接触明显。饱水抗压强度为1.30～19.50MPa，岩石坚硬程度为软岩至较软岩，属弱稳定岩层（Ⅳ）。基本顶：浅灰色厚层状粉砂岩、细粒长石砂岩，厚3.6～19.23m，平均11.42m；斜层理发育，与下层明显接触；分选性中等，磨圆度差，孔隙式泥质胶结；饱水抗压强度10.5～97.9MPa，平均为47.5MPa，岩石坚硬程度为软岩至坚硬岩，为稳定岩层（Ⅱ）。直接底:直接底为1.03～8.35m厚的浅灰色中厚层状粉砂岩，水平-波状层理发育，与下层接触明显；饱水抗压强度为36.3～45.2MPa，岩石坚硬程度为较坚硬岩；属中等稳定岩层（Ⅲ）。xxxx掘进工作面顶底板稳定性总体评价：以难冒落顶板为主，中等冒落顶板次之，底板稳定性较好。巷道围岩特征详见表2。表2巷道围岩特征表顶板名称岩石名称厚度（m）岩性特征伪顶泥岩0.0～0.40.0～0.4m厚的浅灰色粉砂质泥岩、泥岩，厚度不稳定，容易随煤层一起脱层垮；遇水易软化，岩石坚硬程度属极软岩至软岩。直接顶粉砂质泥岩0.0～1.5灰色、暗灰色中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩互层；斜层理发育，部分区段呈块状产出，与下层接触明显。岩石坚硬程度为软岩至较软岩；不稳定常被细砂岩取代（即直接顶缺失）。基本顶中粒砂岩3.6～19.23灰色、浅灰色中厚层状粉砂岩、中粒长石砂岩，分选性好（中等），磨圆度差，孔隙式泥质胶结，斜层理发育，与下层明显（过度）接触,岩石坚硬程度为软岩至坚硬岩。直接底粉砂岩1.03～8.35浅灰色中厚层状粉砂岩，水平-波状层理发育，与下层接触明显。岩石坚硬程度为较坚硬岩。2.2.2瓦斯：井田内各煤层瓦斯含量低，涌出量小。3号煤层变化在0.02～1.29ml/g.daf之间，自然成分主要为N2，占总量的74.57～95.81%；次为CO2，占总量的0.33～13.21%，CH4占总量的0.00～15.21%；煤层瓦斯处于氮气—沼气带。矿井瓦斯绝对涌出量为1.95m³/min，相对涌出量为0.25m³/t，鉴定本矿井属于低瓦斯矿井。附：图2xxxx工作面地层综合柱状图2.3地质构造该面构造上为一向北西西倾斜的单斜构造，倾角小于1°，近似水平构造，煤层结构简单，煤层底板较平缓，局部有宽缓的波状起伏，波幅较小；地质构造简单，无断层、陷落柱等不良地质构造。2.4水文地质xxxx胶、辅运顺槽及切眼掘进过程中，影响范围内的主要含水层为基岩孔隙水，其富水性弱，导水性差，水力联系不强。比拟xxxx工作面顺槽掘进过程中工作面涌水量情况，预计在xxxx胶、辅运顺槽及切眼掘进过程中顶板会出现滴、淋水现象。掘进过程中，正常涌水量为13m3/h，最大涌水量为22m3/h。建议巷道掘进过程中及时开凿临时水仓、开挖毛水沟、安装排水泵及管路等排水系统。2.5煤层自燃及煤尘爆炸性3号煤层属容易自燃煤层，自燃发火期36天。在氧气浓度、温度、松散煤堆积等因素满足情况下会发生煤层自燃现象。本工作面掘进煤层及顶底板无瓦斯涌出现象，但作业面会有煤尘产生，根据煤尘爆炸性检验报告火焰长度大于400mm，煤尘有爆炸危险，应加强洒水除尘。2.6煤质指标该面为3#煤，工业品牌为CY42。比拟xxxx工作面顺槽煤层煤质化验资料，该工作面为低灰、高挥发分、中高硫煤的长焰煤，发热量约为5800卡/g。煤质指标表3：序号项目单位指标1分析水%2.352灰份%16.653硫份%1.674高位发热量MJ/Kg31.815低位发热量MJ/Kg29.263．巷道布置及支护设计3.1巷道布置3.1.1巷道层位、开口坐标及方位角掘进巷道布置在盘区3#煤南区，xxxx胶运顺槽开口坐标为X=，Y=；xxxx辅运顺槽开口坐标为X=，Y=；xxxx综采工作面切眼开口坐标为X=，Y=。xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽方位角为178°11′28″，xxxx综采工作面切眼方位角为88°11′28″。联络巷设计为每隔70m设置一个，若从胶运向辅运方向开口，方位角为268°11′28″，xxxx综采工作面切眼调车硐室按设计图纸给定位置施工。附：图3xxxx胶、辅运顺槽及切眼布置平面图3.1.2巷道断面形状及尺寸设计xxxx胶、辅运顺槽、切眼、联络巷及调车硐室设计巷道断面形状为矩形。其中联络巷及调车硐室设计掘进断面为5000×3300mm，净断面为4900×3250mm。1.xxxx胶运顺槽断面设计xxxx胶运顺槽安设xxxx工作面带式输送机及设备列车要求巷道宽度：皮带宽度为L1=1744mm，皮带设备距巷帮支护之间的距离L2=500mm，设备列车最大宽度L3=2100mm，人行道侧宽最小宽度L4=1000mm;需求最大高度为转载机所需高度H1=2800mm，安全间隙为H2=300mm。xxxx胶运顺槽要求断面：L=L1+L2+L3+L4=1744+500+2100+1000=5344mm＜5500mmH=H1+H2=2800+300=3100mm＜3250mm因此xxxx胶运顺槽设计掘进断面为5600×3300mm，净断面为5500×3250mm满足设计要求。2.xxxx辅运顺槽xxxx辅运顺槽巷道宽度除满足无轨胶轮车行驶及回风需求，需求最大宽度为满足支架车（WC55）运输宽度为L1=3650mm，两帮安全间隙L2=500mm；需求最大高度为支架车运输支架时H1=2200mm，安全间隙为H2=300mm。xxxx辅运顺槽要求断面：L=L1+L2=3650+500×2=4650mm＜5400mmH=H1+H2=2200+300=2500mm＜3250mm因此xxxx辅运顺槽设计掘进断面为5500×3300mm，净断面为5400×3250mm满足设计要求。3.xxxx综采工作面切眼xxxx综采工作面切眼巷道宽度需满足综采设备安装需求，需求最大宽度为满足支架外形长度为L1=4380mm，安全距离L2=800mm，端面距L3=340mm；需求安装高度为2000-3800mm之间。L=L1+L2+L3=4380+800+340=5220mm＜8000mmH=3100mm满足2000-3800mm。因此xxxx综采工作面切眼设计掘进断面为8000×3300mm，净断面为7900×3100mm满足设计要求。巷道名称巷道长度（m）断面支护形式断面形式净宽（m）净高（m）净面积（m2）矩形xxxx胶运顺槽5210.55.53.215.68锚网、锚索矩形xxxx辅运顺槽（1313回风顺槽）5222.45.43.117.28锚网、锚索矩形xxxx综采工作面切眼3007.93.115.68锚网、锚索矩形xxxx工作面联络巷及调车硐室14584.93.215.68锚网、锚索矩形附表4：xxxx工作面巷道支护方式、巷道断面特征表支护设计3.2.1支护方式3.2.1.1临时支护顶板临时支护采用DM300四臂锚杆机的临时支撑；开采侧帮部临时支护采用的是玻璃钢锚杆和阻燃塑料网片联合支护，间排距为1000mm×1000mm。3.2.1.2永久支护采用锚网、锚索支护。支护参数设计xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽及xxxx综采工作面切眼顶、帮部锚杆支护间排距均为1000×1000mm，联络巷及调车硐室顶、帮锚杆间排距为800×800mm；锚索支护均采用沿中心线“二、二”布置，间排距为2000×2000mm，巷道贯通点加强支护（增加2根锚索支护，具体见附图4）。顶、帮锚杆每根均用1节MSK23/60型树脂锚固剂，锚固长度600mm；锚索每根用3节MSK23/60型树脂锚固剂，锚固长度1800mm。xxxx工作面巷道顶部及非开采侧帮部锚杆支护均采用φ20×2250mmⅡ级左旋螺纹钢锚杆,配合φ6.5mm金属网进行支护，网格大小为120×120mm；xxxx胶、辅运顺槽及切眼及联络巷和调车硐室顶部锚索支护采用φ15.24×7300mm钢绞线锚索，配合300×300×14mm的钢托盘进行支护；xxxx胶运顺槽、xxxx辅运顺槽帮部支护回采侧均采用型号MGSL20/20F，规格为φ20×2000mm的玻璃钢锚杆配合塑料网进行支护。附：图4xxxx胶运顺槽支护设计断面图图5xxxx辅运顺槽支护设计断面图图6xxxx综采工作面切眼支护设计断面图图7xxxx工作面联络巷及调车硐室支护设计断面图图8巷道交叉点支护平面图3.2.3校核支护参数1.锚杆直径校核直径计算：d=1.13Qσ=1.13×50KN300Mpa=式中：d——锚杆直径,mm；Q——锚杆最低锚固力，取50KN；σ——杆体抗拉强度，II级钢取300-500Mpa。因此，设计φ20mmII级左旋螺纹钢满足支护要求。2.锚杆支护校核（1）计算锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆加固帮体作用，达到支护效果：L≥L1+L2+L3式中：L——锚杆总长度,m；L1——锚杆外漏长度，取0.1m；L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）m；L3——锚杆锚入坚固稳定岩层的深度（顶锚杆取0.7m，帮锚杆取0.35m）；普氏免压拱高：b=[B/2+Htg(45°-ω顶/2)]/f顶=[8000/2+3300×tg(45°－75°58′/2)]/4=1101mm煤帮破碎深度：c=H×tg(45°－75°58′/2)=3300×tg(45°－75°58′/2)=406mm式中：B、H——巷道掘进跨度和高度，B=8m,H=3.3m;f顶 ——顶板岩石普氏系数，f顶取4；ω帮 ——两帮围岩的似内摩擦角，ω帮取75°58′；ω帮=arctg(f顶)依据上述公式计算得出：顶锚杆长度L顶≥0.1+1.1+0.7L顶≥1.9m帮锚杆长度L帮≥0.1+0.4+0.35L帮≥0.85m因此设计锚杆长度2250mm满足支护要求。（2）按单体锚杆悬吊作用计算锚杆间排距：a==502×24.5×0.8=1.13m式中：a——锚杆间距，m；Q——锚杆承载力50KN；K——安全系数一般取2；γ——岩体容重，24.5KN/m3；L2——普氏免压拱高度，0.8m。根据以上计算，顶锚采用2.25m螺纹钢锚杆，非回采侧帮锚采用2.25m螺纹钢锚杆，回采侧帮锚采用1.8m玻璃钢锚杆以及间排距均能满足设计要求。3.锚索长度校核锚索长度校核，应满足：=1.42+2+0.064+0.25=3.734m式中——锚索总长度，m；——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m；=1.42m其中：——安全系数，取2；——锚索直径，15.24mm；——锚索抗拉强度，1860N/㎜2；——锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2；——需要悬吊的不稳定岩层厚度，2m；——托板及锚具的厚度，=0.014+0.05=0.064m；——外露张拉长度，根据验收规范最大取0.25m；设计锚索长度为7300mm，大于计算值，满足设计要求。4.悬吊理论校核锚索间排距：为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ15.24×7300mm的钢绞线锚索，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中。按悬吊理论，校核锚索间排距，按最严重的整体冒落方式考虑，即冒落高度大于锚杆长度，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距：式中d——锚索间距；B——巷道最大冒落宽度，按最严重，取5.6m；H——巷道冒落高度，按最严重，取2.2m；P——锚索极限承载力，取26T；r——岩体容重，2.5T/m3；a——锚杆排距，1.0m；Q——锚杆锚固力，5T；θ——顶锚杆与巷道顶板的夹角，90°；n——每排锚索根数，取2。=2.01m所以，锚索间距d=2010mm，实际锚索间距为2m，满足巷道设计要求。支护工艺设计3.3.1支护顺序：安全检查→准备工作→掘进→敲帮问顶→锚杆+钢筋网片支护→检查工程质量。3.3.2支护方法采用CMM4-25型（四臂）锚杆钻车进行打眼和锚杆安装工作。3.3.2.1施工方法如下：巷道顶板在截割完成后及时用CMM4-25型锚杆钻车进行施工，锚索根据设计施工。锚杆（锚索）施工工序和工艺过程如下：挂网联网→定眼位→钻（锚杆、锚索）眼→装填树脂药卷→安装锚杆（锚索）→紧固锚杆（锚索）。3.3.2.2钻（锚杆、锚索）眼：钻眼机具采用CMM4-25型/CMM6-25型锚杆锚索钻车，钻杆均采用中空六角钢钻杆，钻头采用D27㎜钻头。打眼前依据激光中心线，根据设计锚杆的间、排距，在预定位置打好钻眼，退出钻杆。3.3.2.3挂网联网：首巷道宽度将两张网片链接可靠，然后与工作面的最后一排网片隔空三花眼绑扎可靠，最后用锚杆机的前托梁将网片紧贴顶板。3.3.2.4装填树脂药卷安装锚杆（锚索）：先把搅拌杆安在钻臂上，再给打好的眼孔内装入树脂卷，用已上好托板和螺母的锚杆将树脂顶入锚杆眼内，将锚杆尾部套在搅拌杆上，慢慢升钻臂把锚杆同药卷送入孔底，并捅破药卷搅拌，搅拌时间应符合树脂使用说明所规定的时间（一般应为15秒），使托板紧贴顶板并关机,停留约40～60秒后，移下钻臂，搅拌杆。3.3.2.5待所打锚杆树脂达到终凝时间后，旋转锚杆机钻臂将锚杆固定销子剪断并紧固，达到设计扭矩值100N·m，锚固力≥50KN。3.3.3遇地质构造时的另行补充安全技术措施。工程质量验收标准施工工程质量严格按照《煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法（试行）》执行，具体要求见质量标准化锚杆（索）喷浆支护巷道工程质量检验评定表。3.5矿压观测设计井下掘进巷道采用GMY40/40锚杆应力传感器与CFBH(0—40T)锚杆应力传感头组套进行支护质量监测；采用CUD800顶板离层传感器进行顶板动态监测；对日常支护锚杆进行扭矩和拉力监测，对日常支护锚索进行拉力监测。矿压观测内容、目的及手段见表5。表5：矿压观测内容、目的及手段序号观测内容观测目的测试手段1顶板离层监测顶板稳定性顶板离层监测仪2锚杆扭矩检查锚杆安装质量扭矩扳手3锚杆拉力检查锚杆的支护强度锚杆拉力计锚杆应力传感器4锚索拉力检查锚索的支护强度锚索张拉仪3.5.1顶板离层仪及应力传感器锚杆在巷道掘进过程中每隔100米处安装一组，最后在贯通位置安设一组。离层观测仪每7天观测一次，并记录。3.5.2验收员、技术员及跟班队长及时做好锚杆、锚索检查。具体为：验收员逐排检查，并记入台帐考核班组。每300根锚杆取一组，每组不低于3根，做拉拔试验，并记录锚杆抽查情况和拉拔试验情况。检查内容及检查密度见下表：表6锚杆、锚索抽查内容及抽查密度检查人项目检查内容抽查密度批量（根/根）验收员锚杆间排距、外露长度、扭矩逐根锚索间排距、外露长度、初涨力逐根技术员锚杆间排距、外露长度、扭矩、拉力3/300锚索间排距、外露长度、初涨力、终拉力抽查（5/100）4.施工方法及工艺设计4.1施工方法采用连续采煤机进行掘进，主要流程为胶运掘进（支护）的同时辅运支护（掘进）。其工艺流程为选用一台12CM15-10D型连续采煤机来完成割煤、装煤和清煤工序，一台PM2110C-20A-1型梭车将连续采煤机采出的煤转运至破碎机，一台PZL460/150履带式转载破碎机完成煤的破碎与转载工作，破碎机运出的煤通过DSJ80/40/2*75/型伸缩带式输送机运出。用一台CMM4-25型（前车四臂）锚杆钻车完成顶锚杆的定位、打眼、安装、紧固工作，采用一台CMM6-25型（前车六臂）锚杆钻车完成锚索支护，及部分顶锚、帮锚的支护工作。人员、材料和设备的运送通过矿用防爆型无轨胶轮车来完成。4.1.1切槽：连续采煤机在每次掘进巷道前，司机将采煤机调整到巷道前进方向的左侧，并根据生产技术部地测组所放激光线确定位置，开始向正前方煤壁逐步切割，直至截入深度达5m（1个循环），这一工序称为切槽工序。4.1.2采垛：完成切槽，然后退出连采机，调整连采机到巷道右侧，仍根据生产技术部地测组所放激光线确定位置，开始扫帮，这一工序称为采垛工序。4.1.3施工方式：xxxx胶、辅运顺槽及切眼、切眼及联络巷严格按照生产技术部地测组所给定中线掘进，首先以中线掘出（宽×高：3.3m×3.3m）的切槽断面，再以采垛的形式扩帮完成巷道成型。沿煤层顶底板掘进。4.1.4截割方式：连续采煤机截割时，首先将采煤机截割头调整至巷道顶板，将截割头从顶板留300mm进刀，由上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，煤机稍向后退，割完底煤,使巷道底板平整，然后抬高截割头扫顶，接着进行下一刀割煤，采煤机完成从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环。4.1.5装煤工序及要求：在正常作业中，连续采煤机完成落煤后，梭车必须靠左帮行驶至采煤机后，煤机机尾摆在左侧的梭车受料槽中间，采煤机司机开启采煤机自带转载机完成自动装煤。4.1.6清煤工序及要求：在一个掘进循环完成以后，打锚杆之前，用连采机清理巷道浮煤。4.1.7当连续采煤机清理完工作面的浮煤后退出连采机，进入另一个掘进工作面进行掘进，锚杆机调到刚才截割完成的巷道处由外向里进行支护；锚杆支护完毕后将锚杆机调机到倒车硐室，准备另一个掘进工作面进行支护，循环作业。4.1.8锚杆支护工序及要求：当连续采煤机掘进过程中，锚杆机司机将锚杆、树脂、网片等支护材料运至锚杆机上并做好调机准备；连续采煤机和锚杆机交替作业，掘进和支护依次进行。4.1.9最大、最小空顶距：根据连采机设备驾驶室位置确定，最大空顶距不超过6.5m，最小空顶距为1.5m。遇到地质构造带，顶板条件不好时，循环进尺缩小，并补充安全技术措施。装载：由连采机自带的耙爪进行装载。运输：用梭车将煤运至皮带机尾的破碎机，然后经过掘进工作面的胶带输送机运至一盘区带式输送机大巷运输系统。附：图9-切槽、采垛工序图；图10-连续采煤机割煤工艺流程图4.2设备配备及技术特征12CM15-10D型连续采煤机技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数采高范围2.7-4.6米生产能力15-27t/min外形尺寸11.05×3.3×2.1m总功率628kw滚筒直径1120mm重量57t滚筒长3300mm电压1140v输送机宽762mm尾部水平摆角45°输送机能力27t/min生产厂家JOY4.2.2PM2110C-20A-1型梭车技术特征技术特征主要参数技术特征主要参数牵引电机2×85kw油泵电机25kw外形尺寸9.32m×3.25m×2.20m总功率247kw装载能力18t电压1140v服务寿命≥1.5Mt厂家美国菲利普斯4.2.3PZL460/150履带式转载破碎机技术特征主要参数技术特征主要参数破碎输送能力460t/h总功率150kw外形尺寸9.9m×3.75m×2.02m电压1140v/660V容积6.5M3重量28t破碎等级最大300mm厂家太原煤科院4.2.4CMM4-25型（前车）锚杆钻车技术特征主要参数技术特征主要参数电机额定转速1480r/min装机功率132kw外形尺寸6387×2700×2500mm电压1140v/660V钻臂数量4臂厂家北京景隆CMM6-25型（前车）锚杆钻车技术特征主要参数技术特征主要参数电机额定转速1480r/min装机功率110kw外形尺寸5800×2950×2578mm电压1140v/660V钻臂数量6臂厂家北京景隆4.2.6DSJ80/40/2*75/型伸缩带式输送机技术特征主要参数技术特征主要参数电机额定转速1480r/min电机功率2×75kw输送能力400t/h电压1140v/660V输送长度1100m转速1470r/min带宽800mm带速2m/s附：图11xxxx胶、辅运顺槽及切眼机械设备布置图5.生产系统设计5.1通风系统通风方式：该工作面双巷掘进，采用四台（两台备用）FBD№7.1/2×45局部通风机压入式通风。前期即两顺槽掘进进尺1500m之前xxxx胶运顺槽局部通风机设置于西翼辅运大巷，xxxx辅运顺槽局部通风机安设于西翼胶运大巷槽，随着巷道掘进，砌筑xxxx辅运自动过车风门及xxxx胶辅运联行挡风墙，形成全风压局部通风系统，当供风距离接近1500m时，及时挪移两顺槽局部通风机。后期xxxx两顺槽掘进完成，切眼施工时停止xxxx辅运顺槽局部通风机运转，使用xxxx胶运顺槽局部通风机供风。联巷掘进使用顺槽1m风筒供风，随联巷掘进及时移入联巷内。工作面掘进通风线路如下：5.1.1.1进风初期：进风由安设在西翼辅运大巷的局部通风机→xxxx胶运顺槽工作面进风由安设在西翼胶运大巷的局部通风机→xxxx辅运顺槽工作面中期：进风由安设在xxxx胶运顺槽的局部通风机→xxxx胶运顺槽工作面（辅运顺槽工作面）后期：进风由安设在xxxx胶运顺槽的局部通风机→xxxx切眼5.1.1.2污风初期：工作面污风→xxxx胶运顺槽（辅运顺槽）→西翼辅运大巷→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面中期：xxxx胶运工作面污风→xxxx胶辅运顺槽联巷→xxxx辅运顺槽→1313回风绕道→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面后期：xxxx切眼→xxxx胶辅运顺槽→xxxx胶辅运联巷→xxxx辅运顺槽→1313回风绕道→西翼回风大巷→中央回风大巷→回风斜井→地面5.1.2双巷掘进工作面通风设施施工要求1、双巷掘进面至全风压风流之间未隔绝的联巷不得超过2个，新联巷贯通时，及时封闭工作面最外侧联巷。2、双巷掘进面形成的联巷，必须在距联巷按照联行挡风墙设计图纸（见附xxxx工作面巷道掘进通风系统图）要求砌筑设施。3、封闭的联巷不允许有电缆、水管穿过墙体，需要穿过时应从安设风门、变电硐室、设调节窗的联巷通过，加装穿墙套管，用黄泥封堵。附：图9xxxx工作面巷道掘进通风系统、监测监控图5.1.3风量计算按《煤矿安全规程》规定，掘进工作面实际需要风量应按工作面瓦斯、CO2涌出量、作业人员的供风量不小于4m3/min、掘进巷道最低风速验算四种方法计算并取其最大值。因本次施工采用机械化掘进不消耗炸药，风量计算按工作面最多人数、瓦斯涌出量、CO2涌出量和最低风速来计算，最后按最高风速和有害气体浓度进行校核。（一）按进入工作面最多人数计算：八点班交接班时人数最多，交接班按45人计算工作面风量：Q掘＝4×45＝180m³/min式中：4—每人每分钟需风量，m³/min。（二）稀释无轨胶轮车（柴油机车）废气需风量计算Q稀释=5.44×Nf×Pf×kf=5.44×3×45×0.5=367.2m³/min式中：Q稀释——该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；Nf——该地点矿用防爆柴油机车的台数，3台；Pf——该地点地点矿用防爆柴油机车的功率，为45kW；kf——配风系数，该地点使用3台及以上矿用防爆柴油机车运输，k为0.50；5.44——每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。（三）按CH4（CO2）涌出量计算按CH4涌出量计算Q掘1=100q瓦×K掘瓦=100×0.17×1.5=25.5m3/min按CO2涌出量计算：Q掘2=67qco2×K掘co2=67×0.24×1.5=24.12m3/min式中：Q掘—掘进工作面所需要的风量，m3/min；q掘—掘进工作面回风流中瓦斯（或CO2）的绝对涌出量，根据小纪汗煤矿瓦斯等级鉴定报告，掘进工作面瓦斯绝对涌出量为0.17m3/min，二氧化碳为0.24m3/min；K—瓦斯涌出不均衡通风系数，瓦斯矿井取1.5；正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，取最大值。没有观测数据时，机掘工作面K掘通=1.2～2.0。当有其他有害气体时，应根据《煤矿安全规程》规定的允许浓度按上式计算的原则计算所需风量。100—掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不能超过1%的换算系数；67—掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。(四）按工作面最低风速0.25m/s计算工作面需要的最小风量Q掘＝VS=0.25×60×（5.5×3.3）=272.3m3/min式中：Q掘—掘进工作面所需要的风量，m3/min；S—巷道断面积，取带式输送机巷断面积，m2；(五）掘进工作面正压局部通风机吸入风量计算：Q局＝Ψ×Q掘Ψ＝1/（1-nLi）=1/（1-100*0.004）=1.66式中：Q局—掘进工作面局部通风机吸入风量，m3/min；Q掘—掘进工作面实际需要风量；Ψ—风筒漏风系数；Li—1个接头的漏风率，罗圈加风筒接口器反边连接时取0.004；n—风筒接头数，按通风最长距离，取100；Q局＝Ψ×Q掘＝1.66×367.2＝609.55m3/min(六）局部通风机吸风处巷道所需过剩风量Q剩=VS=0.25×60×5.5×3.3=272.3m3/minV—按掘进巷道最低风速0.25m/s的换算系数；S—吸风处巷道断面；（七）移变硐室及充电硐室用风量Q剩=80×3=240m3/min式中：80—每个移变硐室需配风量，单位m3/min；N—移变硐室与充电硐室数量，按总设计长度5100计算，取3；(八）吸风处巷道总风量Q总≥2Q局+Q剩=2*609.55+272.3+240=1731.4m3/min综上所述，巷道所需风量最小为367.2m3/min。（九）掘进工作面风量验算Q=367.2m3/min≤240×S掘=4356m3/min符合要求。式中：240—按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数；S掘—掘进工作面断面积；5.1.3.1风机及风筒选型局部通风机选型应根据风机工作风量和工作风压。（一）局部通风机工作风量：Q局＝ψ×Q掘＝734.4m3/min式中：Q掘——掘进工作面需要风量，367.2m3/min；ψ——风筒漏风备用系数，ψ=1/（1-nLi）=1/(1-100*0.005)=2n——风筒接头数，按通风最长距离；Li——1个接头的漏风率，插接时取0.01～0.02，罗圈反边连接时取0.005；（二）局部通风机工作风压：h局=R×Q局×Q掘=2/100×1500×734.4/60×367.2/60=2247.3Pa式中：h局——局部通风机工作风压，Pa；R——风筒的总风阻，N·S2·m-8；R=R100/100×LR100——风筒百米风阻，根据煤炭行业标准MT164-1995，1000mm风筒取最大允许值2N·S2·m-8；L——风筒长度,10m。根据Q局和h局选择合适的局部通风机及配套风筒。风筒的选型必须遵循下述原则：必须采用抗静电、阻燃风筒；矿井的所有掘进工作面至少选用∮800mm风筒供风；供风距离超过500m的掘进工作面选用∮1000mm风筒供风。因此，考虑到xxxx胶运顺槽、辅运顺槽的实际情况选用∮1000mm的风筒供风。（三）风筒出口距工作面的距离风筒出风口到达风流射出的最远距离，称为局部通风机风流有效射程，根据风流有效射程确定风筒滞后工作面距离。计算公式如下：L=（4~5）A1/2=（4~5）×（4.26~4.30）=17.04~17.20m其中：L----风流有效射程，m；A----巷道断面积，辅运顺槽断面积为18.15㎡、胶运顺槽断面积为18.48㎡；1/2为面积的平方根；（4~5）为风流有效射程系数，当风筒出口风速小时选4；较大时选5。根据计算确定风筒滞后工作面距离不得超过17m。风机选型确定：根据xxxx煤矿地质条件和实际经验和计算所需要的风量和风机的工作风压，选用四台（2台备用）DBKJNo7.5/2×45隔爆型对旋轴流局部通风机即可满足通风要求。5.1.4局部通风机安装要求5.1.4.1局部通风机、风筒的安装和使用必须符合《煤矿安全设计》的有关规定，保证局部通风机运转正常，不发生循环风。5.1.4.2局部通风机的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位必须有衬垫，密封良好。5.1.4.3局部通风机实行专人看护、挂牌管理。5.1.4.4局部通风机开停传感器和风筒传感器齐全完好，动作灵敏、可靠。5.1.4.5必须使用抗静电、阻燃风筒，使用钢绞线“S”钩吊挂风筒，吊挂要平直、稳固，转弯处使用骨架风筒缓慢拐弯，不得出现死弯,严禁使用异径风筒。风筒百米漏风率应符合以下规定：通风距离/m<200200-500500-10001000-2000>2000L100/%<15<10<3<2<1.5综合防尘防尘供水来自于一盘区辅运大巷供水系统，为xxxx胶辅运顺槽供水管选用DN100的钢管与铺设在一盘区辅运大巷的DN100的管路联通。防尘管路防尘用水来自供水管路每隔50米设置的三通阀门。管路安设符合《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法（试行）》要求。喷雾设施风机吸风处前30m必须设置1道全断面净化水幕，距工作面50米范围内安设1道全断面净化水幕，随工作面推进移动。掘进巷道开口向里30米处安设1道全断面净化水幕。净化水幕要按巷道形状进行制作，规格样式要统一，喷头间距要均匀，喷头出水口要迎风布置，并封闭巷道全断面。水幕要安装平直、牢固可靠，距离顶板（或顶梁）的距离不得大于200mm。工作面运煤转载点必须安装喷雾装置，实现自动化，雾化良好，灵敏可靠，使用正常。掘进工作面连采机应使用喷雾，喷雾水压不得小于1.5Mpa。转载点的喷雾装置应安装在转载点的上方，并用专用架固定牢固，专用架必须统一标准，喷头距离转载点的距离应在400～500mm范围内，方向与风流方向相反，与巷道顶板的角度不得超过45度，且喷头的雾化范围应封闭整个转载点产尘区域。各类降、防尘设施连接的管路必须安装吊挂整齐，横平竖直，高压胶管应敷设在管路内侧并固定。井下所有防尘设施的安装地点应避开机电设备，物料及牌板等地点。巷道冲尘周期规定掘进工作面每班必须冲洗工作面100m范围内的巷道顶部及两帮，每10天对整个掘进巷道、风筒、管路上粉尘进行冲洗一次，严禁粉尘超限。防灭火灭火器材使用统一的灭火器材柜，每套含8kg灭火器（2台）、沙箱（容量不少于0.2m3）一个、专用消防锨2把、劈斧1把及不少于15个沙包，灭火器材种类、规格配备按公司《灾害预防与处理计划》执行。设置地点及数量掘进工作面胶带机头、移变配电点、压风机硐室、油脂材料存放点各一套。灭火器材管理灭火器材柜必须挂牌管理，注明检查维护人、日期、数量、完好状态。每旬对完好情况检查一次，及时更换失效的灭火器、补充工具及材料。保持灭火器材存放场地、器材柜整洁干净，无积水、杂物，无煤尘堆积。井下火源管理巷道内的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。输送带下及机尾的浮煤要及时清理，以防摩擦皮带发热。井下使用油脂必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油脂必须及时运回地面，严禁在井下存放。井下使用的油脂、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，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到处理，不得乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。现场工作人发现井下着火时，首先使用消防器材直接灭火，并迅速向调度室汇报。隔爆设施标准 隔爆水棚安设地点：xxxx胶辅运顺槽应设多组隔爆水棚，距掘进巷道开口向里50～75m安设一组，随着巷道掘进，每隔200m安设一组隔爆水棚。隔爆水棚水量要求：隔爆设施采用集中式安装,每组隔爆水棚安设13排，每排安装5个60L水袋，排距1.2m。安全监控监控传感器设置顺槽掘进工作面设置瓦斯传感器1台；温度传感器1台，粉尘传感器1台回风流设置瓦斯传感器1台，一氧化碳传感器1台。连采工作面设置瓦斯断电仪1台；风机开停传感器2台；风筒传感器2台；监控分站一台。布置位置甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁（墙壁）不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。一台距工作面正头3-5米（无风筒侧），一台吊挂在掘进巷回风口向里10-15米处，连采机、梭车、装载机自带机载式瓦斯断电仪或者便携式瓦斯检测报警仪。CO传感器、烟雾传感器安设在胶带机滚筒下风侧10-15米范围内，CO报警浓度0.0024%。瓦斯传感器的报警、断电、复电浓度的具体要求见下表。瓦斯传感器的报警、断电、复电浓度表甲烷传感器或便携式甲烷检测报警仪设置地点甲烷传感器编号报警浓度断电浓度复电浓度断电范围掘进工作面正头T1≥1.0%≥1.5%1.0%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备工作面回风流口T2≥1.0%≥1.0%1.0%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备风机开停传感器布置在风机进线电缆上。风筒末端设置风筒传感器。监测电缆铺设在巷道电缆钩上，位于动力电缆上方，安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电线和动力电缆等共用。分站必须设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm。分站上方必须悬挂标识牌，注明分站编号、传感器名称，传感器设置地点，报警值，断电值，复电值，断电范围、责任人等。分站和电源箱的接线必须符合机电设备完好标准要求，各插头应插接牢靠，旋紧压帽。分站处不得留有过多的电缆，进出电缆应整齐美观，每根电缆应标明去向、用途，以利查找故障。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。安装断电控制时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。断电控制器与被控开关之间必须正确接线。掘进工作面必须实行双风机双电源，风机状态实现开停自动切换，必须确保开停传感器与风机进线电源电缆联结牢固。多种传感器集中悬挂时，制作统一的吊挂架，水平平行排列。每隔10天必须对甲烷/电闭锁和风/电闭锁功能进行测试。安全监控系统的分站、传感器等装置在井下连续运行6—12个月，必须升井检修。甲烷、一氧化碳传感器每10天调校一次，详细填写传感器调校记录和双闭锁测试记录。使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面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。各类传感器的安装、设置、维护必须符合AQ1029-2007《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》的相关规定。附:图13xxxx胶、辅运顺槽及切眼安全监控系统图供电设计5.5.1供电系统：工作面供电主电源取自一盘区2号变电所临时电源，风机专用电源取自徐家沟专用风机电源。高压电缆沿一盘区辅运巷进去左手侧布置，配电点设置在xxxx机头硐室。一期工程：设置高压隔爆型配电装置1台，掘进施工电源总开关；移动变电站1140V2台，供连采机、梭车、转载破碎机、四臂式锚杆钻车、六臂式锚杆钻车；移动变电站660V2台，供带式输送机、排水系统、六大系统、风机专用电源；随着系统延伸，在每部带式输送机机头设置高压配电点，含移动变电站1台。5.5.2电缆选型及敷设标准见《煤矿安全规程》（2016版）第462-468条规定。附：图14xxxx工作面巷道掘进供电系统图5.5.3负荷统计与变压器选择变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数连采机112CM15-10D6281140功率628平均功率因数变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数四臂锚杆钻车11321140六臂锚杆钻车11101140梭车12471140转载破碎机11501140照明综保14.01140功率643平均功率因数变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数带式输送机主电机2200660带式输送机风冷电机22.2660涨紧绞车111660照明综保14.0660排水泵157.5660功率531.9平均功率因数变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数局部通风机12×45660功率90平均功率因数变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数带式输送机主电机2200660带式输送机风冷电机22.2660涨紧绞车111660照明综保14.0660排水泵157.5660功率531.9平均功率因数变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数带式输送机主电机2200660带式输送机风冷电机22.2660涨紧绞车111660照明综保14.0660排水泵157.5660功率531.9平均功率因数变压器负荷统计表设备名称电机台数电动机型号额定功率（kW）额定电压（V）额定电流（A）额定功率因数启动功率因数额定效率启动电流倍数带式输送机主电机2200660带式输送机风冷电机22.2660涨紧绞车111660照明综保14.0660排水泵157.5660功率