井巷工程课程设计样本

《井巷工程》课程设计某矿井巷道断面设计与施工设计者：赵勇序号：21108205班级：采矿10-6指引教师：田建胜中华人民共和国矿业大学应用技术学院年12月前言煤炭工业是国民经济中基本工业，它为许多重要工业部门提供原料和能源。国内能源构造以煤为主格局在此后较长一段时间内不也许变化，国民经济发展将对煤炭产业增长提出更高规定。而煤炭工业生产发展，又取决于煤炭工业基本建设及开拓延伸工作能否及时、持续不断提供煤炭场地。所觉得了更好将所学到知识运用到实践当中，学习井巷课程设计是《井巷工程》课程重要环节之一。为了使咱们对《井巷工程》这门课程中所学基本知识、基本理论及基本办法有个全面系统掌握，并进行井巷设计和施工设计。通过本设计，咱们将对《井巷工程》课程有个进一步全面理解，并学会运用各种工具书及参照文献资料，咱们以团队协作方式来解决设计中有关问题。其任务是设计巷道断面施工图和巷道施工技术办法。通过设计来巩固学生所学专业理论知识，使学生掌握巷道断面施工图和巷道施工办法设计内容和编制办法，是学生得到一次分析和解决工程技术问题能力基本训练，并且进一步提高学生运算和绘图能力，培养学生独立阅读资料、掌握技术信息和编写技术文献能力。由于编者水平有限，局限性之处在所难免。但愿读者能给与批评或指正，在此先道一声谢谢！请直接与本书责任编辑联系。编者1月1日目录第一章.巷道断面设计1.1选取巷道断面形状1.2拟定巷道净断面尺寸1.3拟定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸1.4布置水沟和管线1.5计算巷道进工程量及材料消耗1.6绘制巷道断面施工图、编制巷道特性表和每米巷道工程量及材料消耗表第二章.钻眼爆破工作2.1选取钻眼机具2.2选取爆破器材2.3编制巷道掘进爆破图表2.4钻眼爆破安全事项第三章.巷道掘进通风工作3.1拟定通风方式3.2选取局扇和风筒3.3通风设备布置3.4通风管理工作第四章.岩石装运工作4.1岩石装运工作重要性4.2装岩机型号和数量拟定4.3拟定巷道掘进调车和运送方式4.4装岩机与调车设备在巷道中布置第五章.支护工作5.1暂时支护5.2巷道永久支护5.3永久支护技术办法及质量规定第六章.巷道掘进辅助工作6.1工作面压风和水供应6.2工作面排水6.3工作面供电6.4工作面测量工作6.5其他辅助工作第七章.编制巷道施工循环图表7.1拟定循环作业方式7.2拟定一循环各工序工作量7.3拟定一循环各工序所需时间7.4编制循环图表第八章.施工劳动组织第九章.技术经济指标第十章.绘制巷道施工布置图10.1巷道施工平面图10.2巷道施工纵剖面图10.3巷道暂时施工断面图10.4巷道永久支护断面图设计条件兖州矿业集团济宁三号井为1998年投产当代化大型矿井，设计生产能力为5Mt/年，服务年限为81年。采用立井开拓、单水平倾斜大巷条带开采。地面标高+38m，生产水平为－520m，属低沼气矿井。通风方式为中央并列式通风，井下最大涌水量为450m3/h，通过第一水平东运送大巷流水量为200m3/h，风量为75m3/s；采用ZK10－9/550直流架线电机车牵引1t矿车运送。内设压风管φ108×4.0一路和供水管φ76×3.0焊接钢管一路，另设动力、照明、通讯和信号电缆各一路。大巷穿过岩层有砂岩、泥岩，重要以泥岩为主，实测围岩松动圈：砂岩为0.7~1.2m，泥岩为1.5~1.9m。试设计运送大巷直线段断面，并计算单位工程掘进工程量和材料消耗量，绘制巷道断面施工图。巷道断面设计巷道断面设计是矿井开采设计中一种重要构成某些，贯穿矿井服务年限，属于施工图设计范畴。设计巷道断面直接作为井下巷道施工根据，也是进行井下工程概预算根据。巷道断面设计原则是：在满足安全、生产和施工规定条件下，力求提高断面运用率，获得最佳经济效果。巷道断面设计内容与环节是：一方面，依照巷道服务年限、用途和围岩性质，选取巷道断面形状和支护方式；另一方面，依照巷道中多通过设备尺寸、支护参数与道床参数、通风量和行人规定等拟定巷道净断面尺寸（并进行风速验算），计算巷道设计掘进断面尺寸，并按容许超挖值，求算出巷道计算掘进断面尺寸；然后，布置水沟和管缆；最后绘制出巷道断面施工图，编制巷道特性表和每米巷道工程量及材料消耗表。选取巷道断面形状表1-1断面形状合用条件半圆拱形当前开拓，准备巷道，而硐室普片采用断面形状，多在顶压大侧压小，无底鼓得条件下使用。圆弧拱形由于光爆锚喷支护推广，拱部成型好，施工以便，多用于准备巷道。当跨度较大时，较半圆拱形断面运用率高。三心圆拱形与半圆拱形相比，拱顶承压能力差，但断面运用率较高，合用于围岩坚硬开拓巷道、上（下）山和硐室。梯形顶板暴露面积较矩形小，可减少顶压，能承受稍大侧压，多用于采区巷道。矩形断面运用率较高，多用于顶压，侧压都较小，维护时间不长回采巷道。马蹄形用于围岩松软，有膨胀性，顶、侧压力很大，且有一定底压巷道。圆形围岩松软、四周压力均很大，用其她形状不能抵抗围岩压力时采用。椭圆形当巷道四周压力很大，且分布不均时，依照顶压和侧压大小，采用竖直或水平布置。不规则形在薄煤层中，为了不破坏顶板，使顶板保持一定稳定性，断面形状视煤层赋存条件而定。（摘自采矿设计工程设计手册2554页）年产量5Mt矿井第一水平运送大巷，普通服务年限在80年以上，采用900mm轨距双轨道运送大巷，其净断面宽在3m以上，有穿过砂岩、泥岩为主中硬岩层，故选用螺纹钢树脂锚杆与锚喷混凝土支护，圆弧拱形端面。1.2拟定巷道净断面尺寸（一）拟定巷道净宽度B查表3-2知ZK10-9/550电机车宽A1=1360慢慢，高h=1550;1t矿车宽880mm，高1150mm。依照《煤矿安全规程》，取巷道人行道宽c=840mm，非人行道一侧宽a=440mm。又查表3-3知本巷双轨中线距b=1600mm，两侧电机车之间距离为1600-（1360/2+1360/2）=240mm>200mm故巷道净宽度:B=a1+b+c1=(400+1360/2)+1600+(1360/2+840)=4200mm（二）拟定巷道拱高h0圆弧形巷道拱高h0=B/3=1400mm圆弧形巷道半径：由勾股定理（R-B/3）2+(B/2)2=R2得R=13B/24=2275mm(三)拟定巷道高h31、按架线电机车导电弓子规定拟定h3由《井巷工程》表3-8中圆弧拱形巷道壁高公式得h3h4+hc+QUOTE-QUOTE式中h4——轨道起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取h4=mmhc——道床总高度。查表《井巷工程》表3-10选取30kg/m钢轨，在查表3-5hc=410mm，道砟高度hb=220mmn——导电弓子距壁安全距离，取n=300mmK——导电弓子宽度之半，K=718/2=359,取K=360mmb1——轨道中线与巷道中线间距，b1=B/2-a2=2100-(400+1360/2)=1020mm因此h3+410+QUOTE-QUOTE=2410+875-1413=1872mm2、按管道装设规定拟定h3H3QUOTEh5+h7+hb+QUOTE-QUOTE式中h5——道砟面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取h5=1800h7——管子悬吊件总高度，取h7=900mmm——导电弓子距管子间距，取m=300mmD——压气管法兰盘直径，D=335mmB2——轨道中线与巷道中线间距，b2=B/2-c1=2100-(1360/2+840)=580mm因此h3QUOTE1800+900+220+QUOTE-QUOTE=2920+875-1788=mm3、按人行道高度规定拟定h3H3QUOTE1800+hb+QUOTE-QUOTE式中，j为距巷道壁距离。距墙壁j处巷道有效高度不不大于1800mm。j>=100mm，普通取200mm因此h31800+220+QUOTE-QUOTE=+875-1252=1643mm综上计算，并考虑一定余量、拟定本巷道壁高为h3=2100mm，则巷道高度为H=h3-hb+h0=2100-220+1400=3280mm（四）拟定巷道净断面积S和净周长P由《井巷工程》查表3-7得净断面积S=B*（0.24B+h2）式中h2——道砟面以上巷道壁高，h2=h3-hb=2100-220=1880mm因此S=4200*（0.24*4200+1880）=12129600mm2=12.1m2净周长P=2.27*4200+2*1880=2.27*4200+2*1880=13294mm=13.3m(五)由风速校核巷道净断面积由《井巷工程》查表3-9，知Vmax=8m/s，已知通过大巷风量Q=75m3/s,代入公式v=QUOTE=QUOTE=6.20m/s<8m/s设计大巷净断面面积，风速没有超过规定，可以使用。1.3拟定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进断面尺寸（一）选取支护参数采用锚喷支护，依照巷道净宽3.6m、穿过中档稳定岩层、服务年限不不大于80年等条件，拟定选用锚固可靠、锚固力大树脂锚杆，杆体为Φ18mm螺纹钢，每孔安装两个树脂药卷，锚固长度≥700mm，设计锚杆预紧力≥40kN，锚固力≥80kN。锚杆长度2.0m，成方形布置，其间排距0.80m×0.80m，托板为8mm厚150mm×150mm方形钢板。喷射混凝土层厚T_1=100mm，分两次喷射，每次各喷50mm厚。故支护厚度T=T1=100mm。锚杆支护作用原理：1、悬吊理论2、组合梁理论3、组合拱理论4、最大水平应理论喷射混凝土机理：1、加固与防治风化作用2、改进围岩应力状态作用3、柔性支护构造作用4、与围岩共同作用锚喷支护是锚杆与喷射混凝土联合支护简称，二和又可单独使用，成为锚杆支护与混凝土支护。锚杆支护还可与金属网联合进行支护。它具备施工速度快、施工机械化高、成本低及节约材料等长处。本巷道穿过结实性系数为6~8中档稳定岩层，因而咱们选取是锚喷支护。（一）锚喷支护长处：锚喷支护突破老式支护形式和支护理论，吧再是悲观承受围岩压力，而是尽量保持围岩完整性，限制岩石变形、位移和裂隙发展，充分发挥岩体自身支承作用。把围岩从荷载变为承载，变悲观因素为积极因素，这是锚喷支护和一切旧支护形式最主线最本质差别，也是锚喷支护大大优于其她支护形式主线所在。国内矿山大量使用锚喷支护实践证明，锚喷支护不但可以用于比较稳定岩层中，并且可以用于破碎带、断层多、有底鼓受强烈采动地压影响巷道和大跨度硐室。锚喷支护与其她支护形式相比，在技术上和经济上具备如下优越性：eq\o\ac(○,1)由于锚喷支护是高压喷射成混凝土层，致密、强度高，能提高井巷围岩自身稳定性和承载能力，并与岩层构成共同承载整体。这样，支护厚度可减薄一半以上，掘进断面可减少10％~20％。工艺简朴，操作以便，混凝土、砂浆直接喷到岩面，省去立模、拆模邓繁琐工序，节约了木材和钢材。eq\o\ac(○,2)机械化限度高，减轻工人笨重体力劳动。在平巷和立井施工中，料石砌碹，每个工人一种班搬运料石多则一万多井，而锚喷支护，除喷射手劳动强度较大外，别的工序都是机械操作。随着平巷喷射混凝土简易机械手推广，以及立井喷射机械手使用，为实现锚喷支护所有机械化施工打下良好基本。eq\o\ac(○,3)施工速度快、效率高，可以实现远距离输料，占用巷道空间少，为迅速掘进，掘喷平行作业创造有利条件，平巷中锚喷支护功功能普通为0.2~0.35米/工，每米成巷3~5个工，掘进速度为100~120米/月。最高700米/月以上，而料石碹每米成巷10~15个工，普通掘进速度为60~70米/月。最高240米/月。eq\o\ac(○,4)锚喷支护可以紧跟工作面，取消暂时支护，基本上解决支护落后掘进矛盾。支护后巷道失修率低，维护以便，并且可以解决冒顶，有助于安全生产。eq\o\ac(○,5)节约坑木，减少巷道维修量。锚喷支护巷道局部破坏时，只在破害处进行补喷即可，而坏棚坏碹返修时间需要所有拆除，重新砌碹和架棚。（二）选取道床参数依照巷道通过运送设备，已选用30kg/m钢轨其道床参数ｈｃ与ｈｂ分别为410mm和220mm，道砟面至轨道面高度为ha=hc-hb=410-220=190mm，采用钢筋混凝土轨枕。（查表3-5与3-10与3-11）道床参数选取是指钢轨型号,轨枕规格和道咋高度三者拟定。下面可依照图表阐明道床参数。惯用道床参数表1-2巷道类型钢轨型号/kg·ｍ－１道床总高度ｈｃ道咋高度ｈｂ道咋面至枕轨面垂高ｈａ井底车场及重要运送巷道３０４１０２２０１９０２２３８０２２０１６０采区运送巷道上，下山２２３８０可不铺道砟，轨枕沿底板浮放，也可在浮放轨枕两侧充填掘进矸石１５３５０运送巷，回风巷１５２５０钢轨型号是以每米长度重量来表达。煤矿惯用型号是15，22，30和38ｋｇ／ｍ。钢轨型号是依照巷道类型，运送方式及设备，矿车容积与轨枕来选用。巷道轨枕选取表1-3使用地点运送设备轨枕规格／ｋｇ·ｍ１斜井箕斗人车运送液压支架设备车３０，３８１.0t,1.5t２２平硐大巷井巷车场8t及以上机车3t及以上矿车2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车301.0t,1.5t22采区巷道2.4Mt/a及以上矿井送液压支架设备车30,221.0t,1.5t22,15对轨道敷设规定是：钢轨型号应与行驶车辆类型相适应，轨道敷设应平直，且具备一定强度和弹性；在弯道处，轨道连接应光滑，接运送巷道内同一线路必要采用同一型号钢轨；道岔型号不得低于线路钢轨型号；在倾角不不大于15°巷道中，轨道辅设应采用防滑办法。轨枕类型和规格应与选用钢轨型号相适应。矿井多使用钢筋混凝土轨枕或木轨枕，个别地点也有用轨枕。混凝土轨枕重要用于井底车场，运送大巷，上（下）山和中巷；木轨枕重要用于道岔等处，钢轨枕重要用于固定道床。由于预应力钢筋混凝土轨枕具备较好抗裂性和耐久性，构建刚度大，节约木料，造价低等长处，因此应大力推广使用。惯用轨枕规格见表1-3。惯用轨枕规格表1-3单位：mm轨枕类型轨距轨型/kg·ｍ－１全长全高上宽下宽木轨枕600152212001200120140120130150160900152211601600120140120130150160钢筋混凝土轨枕60015或221100～1200120～150110～130140～170900≥301500～1600150～200140～160180～250预应力钢筋混凝土轨枕60015或221200115100140道咋道床有钢轨及连接件，轨枕，道咋等构成。道咋道床长处是施工简朴，容易更换，工程造价较低，有一定弹性和良好排水性，并有助于轨道调平。但在生产过程中，煤，岩粉洒落在道床上之后，使其弹性减少，排水受到阻碍，也许影响机车正常运营。只要加强维修，这种道床完全可以满足机车运营规定。道砟应选用坚硬和不易风化碎石或卵石，粒度以20~30MM为宜，并不得参有碎末等杂物，使其具备恰当空隙度，以利排水和有良好弹性。道砟高度以应与选用钢轨型号相适应。在重要运送巷道，其厚度不不大于100mm，并至少不轨枕1/2~2/3高度埋入道砟内，两者关系如图3-8所示。道床宽度可按轨枕长队再加200mm考虑。相邻两轨枕中心线距普通为0.7~0.8m,在钢轨接头，道岔和弯道处应恰当减小。道床参数见表３－５．为了减少维护工作量和提高列车运营速度，大型矿井，特别是采用底卸式矿车运送时，井底车场和重要运送大巷应积极推广整体道床。固定道床普通是用混泥土整体浇注，将枕轨和道床固定在一起，这种道床具备维修工程量小，运营费用低，车辆运营平稳，运送速度高，服务年限长等长处。因而，这种道床重要用于大型矿井斜井井筒，井底车场和个别运送大巷轨道铺设中。但这种道床初期投资高，施工复杂，道床弹性也较差。无轨运送巷道底板岩石强度规定ｆ＞４。否则需铺混泥土，其强度级别不低于C20.依照航道通过运送设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc,hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨道面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm,采用钢筋混凝土轨枕。（三）拟定巷道掘进断面尺寸由《井巷工程》表3-7计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4200+200=4400mm=4.4m巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=4400+2*75=4550mm=4.55m巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3280+220+100=3600mm=3.6m巷道计算掘进高度H2=H1+δ=3600+75=3675mm=36.75m巷道设计掘进断面积S1=0.24B2+1.27BT+1.57T2+Bh3=0.24*4+1.27*4200*100+1.57*100+4200*2100=13602700mm2取S1=13.6m2巷道计算掘进断面积S2=0.24B+1.27BT+1.57T2+0.24T+0.1B+0.01+B2h3=0.24*4+1.27*4200*10+1.57*1002+0.24*100+0.1*4200+0.01+4550*2100=14338144mm2取S2=14.4m21.4布置水沟和管线（一）水沟布置已知通过巷道水量为200m3/h，现采用水沟坡度为5‰，由《井巷工程》查表3-12得：水沟深度400mm，水沟净断面积为0.16m2,水沟掘进断面积为0.203m2,每米水沟盖板用钢筋1.633kg，混凝土0.0276m3,水沟用混凝土0.133m3。普通规定下：水平巷道及倾角不大于16度倾斜巷道水沟，普通布置在人行侧。当非人行侧有恰当空间时，亦可布置水沟，但应尽量避免水沟穿越轨道和输送机。在倾角不不大于16度巷道中，当涌水量小或巷道较窄时，水沟与人行台阶可在巷道同侧平行或重叠布置；当涌水量较大或巷道较宽时，水沟和人行台阶可分设在巷道两侧。专用排水巷道、中间设人行道巷道、有底鼓巷道和铺设整体道床巷道，水沟也可布置在巷道中间。巷道横向水沟，普通应布置在含水层下方、上（下）山下部车场上方、胶带机接头硐室下方或出水点初。（二）管线布置管道布置要考虑安全、架设与检修以便，普通应符合如下规定：管道应布置在人行道一侧，管道架设普通采用托架、管墩及锚杆吊挂等方式，并要考虑检修以便；若架设在人行道上方管道上方，管道下方距道砟或水沟盖板垂直高度不应不大于1800mm，若架设在水沟上，应以不妨碍水沟清理为原则。锚喷支护重要运送巷道，可将管路锚吊在行人侧顶部。当管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管道之间有足够更换距离。管道架设在平巷顶部是时，应不妨碍其她设备维修与更换。管道与运送设备之间必要留有不不大于200mm安全距离。电缆布置普通有如下规定：电力电缆和通讯电缆普通不要敷设在巷道同一侧。如受条件限制设在同一侧时，通讯电缆设在动力电缆上方0.1m以上距离处，以防电磁场作用干扰通讯信号。2、电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必要敷设在管子上方，并保持0.3m以上距离。3、电缆悬挂高度应保证当矿车掉道时不会撞击电缆，或者电缆发生坠落时，不会落在轨道上或运送设备上，因此电缆悬挂高度普通为1.5~1.9m，电缆到巷道顶板距离不不大于300mm；电缆两个悬挂点间距不不不大于3.0m；电缆与运送设备之间距离不不大于0.25m，电缆与风筒互相之间应保持0.3m以上距离。4、高压电缆和低压电缆在巷道同侧敷设时，互相之间距离不不大于0.1m以上。高压电缆之间、低压电缆之间距离不得不大于50mm，以便摘挂以便。5、有煤尘瓦斯突出煤层中回风巷，禁止设立动力电缆。1.5计算巷道进工程量及材料消耗由《井巷工程》查表3-7计算公式得：每米巷道拱与墙计算掘进体积V1=S2*1=14.4m2每米巷道墙脚计算掘进体积V3=0.2*(T+δ)=0.2*(0.10+0.75)*1=0.04m3每米巷道拱与墙喷射材料消耗V2=(1.27B+1.57T+0.24)*T1+2h3=(1.27*4200+1.57*100+0.24)*100+2*2100*100=0.592m3每米巷道墙角喷射材料消耗V4=0.2T1*1=0.2*0.10*1=0.02m3每米巷道喷射材料消耗（不涉及损失）V=V2+V4=0.592+0.02=0.612m3每米巷道锚杆消耗N=(P1-0.5a)/MM′式中P1——计算锚杆消耗周长，P1=1.27B+3.14T+0.24+2h3M、M′——锚杆间距、排距，M=M′=0.8m因此N=（9.85-0.5*0.8）/（0.8*6）=14.77根折合重量为：N*[lπ(d/2)2ρ]=14.77*[2.0*π*(0.018/2)2*7850]=59.0kg式中l——锚杆长度，l=2.0md——锚杆直径，d=18mmρ——锚杆材料密度，ρ=7850kg/m3由于每根锚杆安装2个树脂药卷，则每米巷道树脂药卷消耗M=2*N=2*14.77=29.54根每排锚杆数为N*0.8=14.77*2=12根每排树脂药卷数M*0.8=29.54*0.8=24根每米巷道粉刷面积Sn=1.27B3+2h+0.24式中B3——计算净宽，B3=B2-2T=4500-200=4350=4.35m因此Sn=1.27*4.530+2*1.880+0.24=9.6m21.6绘制巷道断面施工图、编制巷道特性表和每米巷道工程量及材料消耗表依照以上计算成果，按1:50比例绘制出巷道断面图，并附加上工程量及材料消耗量表运送大巷特性表1-4围岩类别断面面积/㎡设计掘进尺寸/mm喷射厚度/mm锚杆/mm净周长/m净断面设计掘进宽高型式排列方式间、排距锚杆长直径Ⅲ12.113.64.43.6100螺纹钢树脂锚杆方形8001813.3运送大巷每米工程量及材料消耗表1-5围岩类型计算掘进工程量/m3锚杆数量材料消耗/mm粉刷面积/㎡巷道墙脚喷射材料/m3锚杆钢筋/kg树脂药卷/支Ⅲ14.40.0414.770.61259.029.549.6断面施工图钻眼爆破工作国内煤矿岩巷钻眼，从手工凿岩、硝铵炸药、普通雷管，前眼爆破起步，到手持式凿岩机、液压凿岩台车、高威力水胶炸药，高精度毫秒电雷管、非电起爆器材以及各类起爆器、中深孔光面爆破，使国内凿岩爆破技术得到了长足发展。与此同步，凿岩机理、破岩机理、爆破技术以及施工设备可靠性，自动化限度也有了较大发展。当前，钻眼爆破技术发展趋势是中深孔、光面爆破和断裂成型（刻槽）爆破技术。2.1选取钻眼机具在平巷掘进中用凿岩台车代替人扶气腿式凿岩机凿岩是提高掘进工效,减轻工人劳动强度和改进作业条件主线途径。CGJ-2平巷掘进凿岩台车是水平巷道掘进用凿岩设备,在两个工作大臂上共配有两台风动凿岩机（当前用YT-24凿岩机）,可用于金属和非金属矿山有轨水平巷道掘进,同步也可用于水利、铁路及国防工程施工。该凿岩台车液压凿岩机是一种液压为动力新型凿岩机。由于油压力比压气压力大得多，普通都在10MPa以上，并且油带有粘性，几乎不能被压缩也不能膨胀做功，并且可以循环使用等，使液压凿岩机构造与压气凿岩机基本某些既相似又有许多不同之处。液压凿岩机也是由油缸冲击机构、转钎机构、排粉系统所构成。其最大长处是：eq\o\ac(○,1)钻速提高2～3倍以上eq\o\ac(○,2)噪声减少10～15dBeq\o\ac(○,3)工作环境改进，油雾水汽消除了eq\o\ac(○,4)可钻较深和大直径炮孔。整体钎子特点是传递冲击能量损失小，但钎头修磨时，钎子搬运工作量较大。组合钎子可以更换钎头，可以提高钎杆运用率，钎头修磨时可以减少钎杆搬运量，并有助于专门工厂研制高质量硬质合金钎头，以适应不同岩性和凿岩机对钎头需要。一字型钎头冲击力集中，凿入深度大，凿速较高，制造和修磨工艺简朴，应用比较广泛。十字形钎头普通转速比较低，并且合金片用量较大，制造与修磨工艺比一字型复杂。，这里选用防爆型组合钎子，且规格为L(mm)：3500；φ(mm)：38，钎头规格为一字型钎头，直径与钎杆吻合为φ40-φ45。2.2选取爆破器材（一）炸药选用国内当前使用，矿用炸药有硝铵类炸药和水炸药（乳化、浆化、水胶炸药），当穿过有瓦斯地段时，应采用煤矿硝铵炸药和煤矿含水炸药。对于坚硬石可考虑采用粉状搞威力炸药。硝铵类炸药价格较低廉，为煤矿普通使用，普通装成直径32mm、35mm、38mm，重量100g、150g、200g药卷，有效有效期为6个月。水胶炸药：爆炸性能如爆速和起爆感度高，可用8号雷管直接引爆，抗水性强；可塑性好；机械感度低；威力高、有毒气体少；易离析；安全性好；且炸药密度、爆炸性能可在较大范畴内进行调节，故适应性强。本次施工采用水胶炸药。（二）雷管选用起爆器材普通采用8号雷管，延秒、半秒、毫秒等都能满足使用，但是在穿过有瓦斯底层时，不能选用有瓦斯雷管，毫秒延期雷管时间也不能大130ms。《煤矿安全规程》第320条：在采掘工作面，必要使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段延期时间不得超过130mm。不同厂家生产或不同品种电雷管，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，禁止使用火雷管。（三）发爆器选用发爆器（放炮器）：井下使用。①直流电源（1.5V干电池）②交流器（直流电源—交流高压电）③整流线路（交流高压电—直流高压电）；④充电器（直流高压电）⑤充电电压批示（主电容电压达到额定电压后，发光，可以放炮）⑥毫秒限时开关及放电回路；（毫秒限时开关接通电爆网路时间为3—6ms，随后释放主电容电荷）⑦防爆外壳。巷道掘进电爆网络起爆电源，重要采用防爆型电容式发爆器。电容式发爆器所能提供电流不太大，普通只用于起爆串联网络电雷管。MFB系列煤矿用电容式发爆器（简称发爆器）合用于具备甲烷、煤尘爆炸性气体混和物煤矿井下，在周边环境温度为-20℃～40℃，相对湿度为95%左右时作起爆电雷管之用。也可合用于其她矿业、开山、采石及消除障碍等爆破工程中作起爆电雷管之用。本次施工选用型号为MFB-80A电容式发爆器，引起能力为80/发，峰值电压为950/V，主电容量为40*2/µF，输出冲能27/A2·ms，供电时间4-6/ms，最大外阻260/Ω。2.3编制巷道掘进爆破图表（一）炮眼深度拟定1、炮眼直径炮眼直径对钻眼效率、全断面炮眼数目，炸药消耗量和爆破岩石块度与岩壁平整度均有影响。因而，应依照巷道断面大小、块度规定、炸药性能和凿岩机性能综合考虑，进行选取。炮眼直径大，可减少炮眼数目，炸药能量相对集中，可提高爆破效率，但钻速下降，影响爆破质量和减少围岩稳定性。现场多依照药卷直径来拟定炮眼直径。当前国内岩巷掘进均采用直径为27mm、32mm、和35mm三种药卷，炮眼直径需比药卷直径大6-8米左右，因此当前岩巷掘进炮眼直径多采用35-42mm。2、炮眼深度以月进尺任务和凿岩、装岩设备能力拟定每一循环炮眼深度，即式中——炮眼深度，m；——筹划月进度，m；——每月实际用于掘进天数，30天；——正规循环率，即每月实际用于掘进工作天数与30天之比，普通取=0.8～0.9；N——每日完毕掘进循环数，次；——炮眼运用系数，普通规定。本次施工中设定筹划月进度为160m，正规循环率设为0.9，每日完毕掘进循环次数为2次，炮眼运用率为0.95。因此即炮眼深度选为3.2m。3、炮眼数目式中——炮眼数目；——单位炸药消耗量，kg/——巷道掘进断面积，M——每个药卷长度，m——装药系数，即装药长度与炮眼长度之比，普通取0.5左右。P——每个药卷重量，kg单位炸药消耗量q:式中—一次爆破所需总炸药量，——工作面一次爆下实体岩石总体积。表2-1由本次施工巷道岩石围岩系数为6-8，巷道断面积为14.4m2，且为光面爆破，因此依照上表选用单位炸药消耗量为1.48个/m3。因此即取炮眼数目为45个。4、一次爆破所需总炸药量由q单位炸药消耗量为工作面一次爆破所需总炸药量Q和工作面一次爆下实体岩石总体积V之比，即得到QUOTEQUOTE(二)掏槽方式选取，布置工作面炮眼（三）爆破作业图标巷道施工采用光面爆破技术。按照《设计守则》规定，使用水胶炸药，通过计算，求得所需炸药183卷，共27.45kg；毫秒延期电雷管44个，全断面一次爆破；掏槽方式为直眼掏槽中五星掏槽，掏槽眼为5个。爆破原始条件以及、爆破参数及预期爆破效果见下表2-2，炮眼分布见附件图。爆破原始条件表2-2名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面m314.4炮眼数目个45岩石结实性系数f5-7雷管数目个44炮眼深度m3.2总装药量（水胶炸药）Kg27.45装药顺序及起爆顺序表2-3眼号炮眼名称眼数/个眼深/m装药量起爆顺序连线方式装药构造单孔共计卷数/个质量/kg卷数/个质量/kg1空眼13.2串联持续反向装药2-5掏槽眼43.271.05284.2Ⅰ6-11一圈辅助眼63.150.75304.5Ⅱ12-22二圈辅助眼113.150.75558.25Ⅲ31,3244,45帮眼43.120.381.2Ⅳ33-43顶部眼113.120.3223.3Ⅳ23-39底眼83.150.75406.0Ⅴ预期爆破效果表2-4名称单位数量炮眼运用率%95%每循环工作面进尺m2每循环爆破实体岩石46.08炸药消耗量1.48每米巷道炸药消耗量21.31每循环炮眼总长度144每立方米岩石雷管消耗量个/44每米巷道雷管消耗量个/m44爆破结束后要通风15～20min左右，待烟尘被除去后，一方面由检查人员进入爆破作业面进行检查，确认所有炮眼都已引爆，如发现瞎炮，要严格按照《煤矿安全规程》进行解决。脚线未坏时可以重新联线放炮，或在距炮眼至少0.3m处另打与瞎炮平行炮眼重新装药放炮。禁止用镐刨，抑或从炮眼中取出原放置引药或从引药中拉出雷管。上述检查工作完毕后，即可开始装岩、转运和支护作业。炮眼分布图三视图见附图图2-12.4钻眼爆破安全事项一、钻眼安全注意事项：（1）开眼时必要使用钎头落在岩石上，如有浮矸，应解决好后再开眼；（2）不容许在残眼内继续钻眼；（3）开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后，再开大风阀门；（4）为防止断钎伤人，推动掘进机时不要用力过猛，更不要横向用力，凿岩时钻工应站稳，应随时堤防突然断钎；（5）一定要注意把胶皮风管与风钻接牢，以防脱落伤人；（6）缺水或停水时，应及时停止钻眼。二、爆破安全注意事项（1）在规定安全地点装配起爆药卷。（2）爆破母线要妥善地挂在巷道侧帮上，并且要和金属物体、电缆、电线离开一定距离；装药前要试一下爆破母线与否导通。（3）装药前应检查顶板状况，撤出设备与机具，并切断除照明以外一切设备电源，照明灯及导线也应撤离工作面一定距离。（4）检查工作面20m范畴内瓦斯含量，并按《煤矿安全规程》关于规定解决。（5）装药时要细心地将药卷送到眼底，防止擦破药卷、装错雷管段号、拉断脚线。有水炮眼，特别是底眼，必要使用防水药卷或药卷加防水套，以免受潮拒爆。（6）装药、联线后应有爆破员与班、组长进行技术检查，作好爆破前安全布置。（7）爆破后要等工作面通风散烟后，爆破员率先进入工作面，并经检察以为安全后方能进行工作。（8）发现瞎炮应及时解决，如瞎炮是由联线不良或错联所导致，则可重新联线补爆；如不能补爆，则应在距原炮眼0.3m外钻一种平行炮眼，重新装药爆破。巷道掘进通风工作在巷道掘进中，为了提供足够新鲜空气，稀释和排除各种有害气体，调节气候条件，创造一种良好工作环境，保护工人健康，保证生产安全，都必要进行机械式通风。并且保证井下采掘工作面进风流中成分，氧气不低于20％，二氧化碳不低于0.5％。掘进工作面风量应符合下列规定：1、爆破后15分钟内能把工作面炮眼排出；2、按掘进工作面同步工作最多人数计算，每人每分钟新鲜空气量不应不大于4m3；3、风速不得不大于0.15m/s；4、混合式通风系统压入式通风机，必要在炮眼所有排出工作面后方可停止运转。3.1拟定通风方式通风目和通风方式：掘进巷道是通风目有两个：一种是把爆破后来产生有害气体在较短时间内排除工作面；另一种是经常提供应工作面新鲜空气，排除掘进时产生粉尘及瓦斯，减少工作面温度，使工人有良好工作面条件。在岩层中单孔掘进时，最广泛是采用局部扇风机进行工作面通风。有如下三种通风方式。压入式通风布置规定：局部通风机安装在进风巷道中，距回风口不不大于10m，并安装在专用台架上，离轨面高度不不大于0.3m，必要明确专人管理局部通风机，保证其正常运转。要使用低噪音局部通风机或加装消音器；大断面长距离掘进巷道通风要装备对旋式式局部通风机；要采用阻燃、抗静电风筒，其出风口至掘进工作距离，煤与煤岩巷道应不大于5m；岩巷应不大于10m。长处：1、局部通风机设在新鲜风流中，通过局部通风机为新鲜风流，安全性高2、风筒出口射流有效射程大，排出工作面炮烟和瓦斯能力强3、可使用柔性风筒。缺陷：炮烟沿巷道流动，劳动卫生条件较差，且排出巷道中炮烟时间较长。合用条件：1、无瓦斯岩巷掘进通风方式可采用压入式也可以采用混合式2、煤巷、煤岩巷及有瓦斯涌出巷道掘进通风方式都应采用压入式。抽出式通风布置规定：局部通风机应安装在回风巷道中，距回风口距离不不大于10m，应使用刚性风筒，吸风口至掘进工作面距离距煤岩巷道应不不大于5m，巷道应不不大于10m。长处：炮烟和瓦斯由风筒排出，不污染巷道中空气，故劳动工作条件好。缺陷：1、污浊风流通过局部通风机，安全性差2、有效吸程小，排出工作面炮烟能力较差3、风筒漏风使巷道内新鲜风流被吸入风筒中，是无益4、只能使用刚性风筒或带刚性圈柔性风筒。合用条件：1、不能用于有瓦斯岩巷掘进2、煤巷掘进时尽量采用双巷掘进。混合式通风布置规定：压入式局部通风与抽出式局部通风风筒及入口距离必要不不大于10m。长处：兼有压入式通风优缺陷。但由于抽出式局部通风机必要通过污浊风流，同样存在安全性缺陷。因此这种通风方式合用于瓦斯涌出量很低大断面长巷掘进通风。合用条件：1、无瓦斯岩巷掘进2、瓦斯涌出量较大区域或煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层，掘进通风方式均不得采用混合式3、采用混合式通风时，必要制定安全办法，并报基建公司（矿务局）总工程师批准。本次施工选用混合式通风。3.2选取局扇和风筒（一）局部电扇选取：规定其体积小、效率高、噪音低，风量、风压可调，结实、防爆。这里选用较新型BKJ66-1子午加速型系列局部通风机效率更高、噪声较低（低6~8dB）。惯用5.5kw和11kw两种。局扇启动及运转时注意事项：1、局扇应断断续续启动，不要一次启动，避免风压冲击，风筒容易脱节或吊环附落。2、二台局扇串联时，须等第一台局扇启动运转正常后，再开另一台，切不可同步开动。3、正常运转后，检查声音与否正常，机体与否震动或颤抖。4、要经常检查风筒，与否脱节、挤压、扭折、破裂、脱挂及漏风现象，并及时进行解决。（二）风筒选取：风筒分为eq\o\ac(○,1)刚性：铁风筒、玻璃钢风筒，直径400~1000mm，一节3meq\o\ac(○,2)柔性：胶质或塑料，直径300～600mm，一节10m。风筒规格如下表3-1所示：表3-1本次施工选中压风机配套选用胶布风筒（含胶30％），抽风机配套选用带有刚性骨架可伸缩性风筒。这种通风机是在柔性风筒内每隔一段距离，加钢丝圈或螺旋形钢丝圈。可用于抽出式通风，又具备可伸缩特点。3.3通风设备布置通风距离在200m以内选用直径为400mm风筒；通风距离为200～600选用直径500mm风筒；通风距离在500～1000m选用直径600～800mm风筒；通风距离在1000m以上选用直径为800～1000mm风筒。3.4通风管理工作独头长距离通风核心是最大限度地保持风筒平、直、稳，减少漏风和减少阻力，并保证风机正常运转。普通应做到如下几点：（1）制止和减少漏风。办法重要有减少接头，改进接头形式，消除针眼漏风，发现破口应及时修补等（2）减少通风阻力。办法重要有：采用相似直径风筒，保证风筒吊挂质量，消除风筒内积水，采用大直径风筒或双风筒并联供风等，必要拐弯时，应尽量使拐弯平缓或采用铁制弯头。（3）保证局部通风机安全正常运转。办法重要涉及：注意电动机保护，实现局部通风机风电闭锁；采用双回路或单独供电，保证正常运转；为了保证局部通风机最大风量和风压，叶轮和外壳间隙不得少于2mm；局部通风机启动时，应先断续开听几次，再使风机转入运营，以避免风筒破裂或接头被拉开；局部通风机必要指定人员负责管理，定期检查，及时解决发现问题。岩石装运工作巷道施工中，岩石装载与运送是最繁重、最费工时工序，普通状况下她站掘进循环时间％35-50％,。因而做好装岩与运送工作，对提高劳动效率，加快掘进速度、改进劳动条件和减少成本具备重要意义。4.1岩石装运工作重要性装岩是迅速掘进重要工序巷道施工中，岩石装载和运送是最繁重。最费时工序，普通状况下它占掘进循环时间QUOTE。它速度快慢,直接影响掘进进度、效率和成本，因而作好装岩与运送工作，对提高劳动效率，加快掘进进度、改进劳动条件和减少成本有重要意义4.2装岩机型号和数量拟定选取装岩机考虑因素是比较多，重要涉及巷道断面积大小；装岩机装载宽度和生产效率，适应性和可靠性，操作、制造与维修难易限度；与其她设备装岩机得造价和效率等。铲斗后卸式装载机，构造简朴，适应性好，但生产能力为25-40m3/h，装岩方式不合理，间歇作业，效率低，容易起扬尘，装岩宽度小，规定有纯熟操作技术，普通应用于单轨巷道。铲斗侧卸式装载机，铲取能力大，生产效率高。对大块岩石、坚硬岩石适应性强；履带行走，移动灵活，装载宽度大，清底干净；操作简朴、省力，但是构造复杂，造价高，维修规定高，间歇装岩，适应于断面积为12m3以上双轨巷道。耙斗装载机，构造简朴，维修操作容易；可合用于斜巷、平巷以及煤巷、岩巷等，但是它体积大移动不以便，妨碍其她机械使用，间歇装岩，且底板清理不干净，人工辅助工作量大，耙齿和钢丝绳损耗量大，效率低，应用于单轨巷道较为合理。蟹爪式、利爪式转载机装岩动作持续，可与大容量、大转载能力运送设备和装岩机使用，生产效率高，但是构造复杂，造价高，蟹爪与铲板易损耗，装坚硬岩石时，对制造工艺和材料耐磨规定高。本次施工选取型号为ZLC-50型侧卸式装载机一台。如下是ZLC-50型侧卸式装载机重要性能：一、采用双摇臂反转六连杆机构，掘起力大、铲切有力、作业效率高；

二、液压系统空流损失小，热平衡改进，液压件使用寿命长；

三、工作装置动作平稳迅速，作业循环时间短，生产率高；

四、匹配合理，联合工况牵引力大。

五、双涡轮液力变矩器，可减少档位数，以便操作。单杆操纵变速系统，操纵简便。

六、卸载高度高、卸载距离大、转弯半径小、作业灵活，适应各种场合伙业规定。

七、四轮双管路钳盘式制动，后置储气罐，保证操作更安全可靠。

八、采用恒流开式回路，高低速转向性能一致，直线行驶平稳，轻便灵活。

九、配备潍柴WD61567G3、上柴D6114ZGB、C6121ZG09e等功率强大四冲程、六缸、涡轮增压发动机和性能优越建德桥箱，能适应各种恶劣工况；

十、整机外形优美流畅，驾驶室采用新型复合装饰材料，配备冷暖空调，视野更开阔。4.3拟定巷道掘进调车和运送方式巷道掘进调车采用活动错车场调车方式。为了缩短调车时间，将固定道岔改为翻框式调车器，浮放道岔等专用调车设备，这些设备可紧随工作面向前移，能经常保持较短吊调车距离，装载机工作时间可达30%～40%。浮放道岔构造简朴，可以移动，现场可自行设计与加工。两台装载机同步装岩状况下使用以便。翻框调车器具备构造简朴、重量轻、移动以便等长处，可以保证调车位置接近工作面，为独头巷道迅速掘进创造了有利条件。运送方式采用胶带转载机：构造简朴，长臂较短，行走以便，可适应弯道装岩。如下图4-1：4.4装岩机与调车设备在巷道中布置胶带转载机在轨道上随工作面推动而向前接长延伸，侧卸式装岩机比较灵活，如下图所示布置：图4-2：支护工作为了保证巷道围岩稳定，防止浮现围岩垮落或产生过大变形，无法满足正常生产安全规定，巷道掘进后一定都要及时进行支护。从当前各类支护形式及支护效果上来看，巷道支护重要分为三种类型：第一种为被动支护形式，涉及木棚支架、钢筋棍凝土支架、金属型钢支架、料石碹、混凝土及钢筋混凝土碹等；第二类是以各类普通锚杆支护为主，旨在改进围岩应力学性能积极支护形式，涉及锚喷支护，锚网支护等；都三类是以高强预应力锚杆和注浆加固为主积极积极加固形式，如锚喷支护等，能明显改进破裂岩体力学性能，支护构造整体性好，承载能力高，支护效果好。5.1暂时支护巷道暂时支护就是在井巷施工中，在掘进工作面架设永久支护之前架设维护巷道安全和工作空间一种暂时支架，以保护掘进施工人员安全，在恰当时机可改为永久支护。巷道暂时支护特点是，服务期限短，并紧跟工作面；除锚喷支护外，暂时支架均可回收复用；若用锚喷作暂时支护，则其可以作为永久支护一某些。井巷暂时支护有锚喷支护、锚杆支护、金属拱形支护、金属拱形无腿支护、梯形支护、无腿支护、前探支护、盘式支护等。其特点为：(1)节约坑木；支护简朴，节约材料；(2)支护可紧跟工作面，不留空顶，有助于安全；(3)既是暂时支护，又是永久支护一某些，经济安全；掘进工(4)喷射时粉尘浓度较大，需加强防护办法，如可采用潮喷、湿喷或佩戴防尘用品。(5)可以依照岩石状况拟定锚杆数量及排列方式；(6)可配合钢带或金属网，以扩大维护顶帮面积。5.2巷道永久支护本巷道结合巷道支护原理、办法，选用锚喷支护施工办法。喷射混泥土施工，时间沙石料，水泥和速凝剂，水等材料，借助喷射机高速喷敷在岩面上，形成混凝土喷层，用以支护围岩。喷射混凝土层具备一定轻度和变形能力，是新奥法施工中原则支护手段，其最大特点是能及时封闭新开挖暴露出岩石，能不久获得较高强度，从而可迅速发挥支护作用。地下洞室用喷射混凝土支护，不但可避免岩石风化，还可起防渗作用。喷敷在岩石表面喷射混泥土，具备与岩石固结并加固表面性能，它可将单个松散岩块胶结在一起，填充岩石裂隙和凹陷，从而减少隧洞周边应力集中，喷射混凝土层与所支护岩层共同承受着压力或由局部荷载引起剪应力，因而，可改进围岩条件。锚杆支护和喷射混凝土支护虽各有长处，但也均有局限性之处。锚喷联合支护，恰能做到使两者互相取长补短，互为补充，是一种性能更好支护形式。锚杆与其穿过岩体形成承载加固拱，喷射混凝土层作用则在于封闭围岩，防止风化剥落，和围岩结合在一起，能对锚杆间表面岩石起支护作用。锚喷支护突破老式支护形式和支护理论，不再是悲观承受围岩压力，而是尽量保持围岩完整性，限制岩石变形、位移和裂隙发展，充分发挥岩体自身支承作用。把围岩从荷载变为承载，变悲观因素为积极因素，这是锚喷支护和一切旧支护形式最主线最本质差别，也是锚喷支护大大优于其她支护形式主线所在。锚喷支护长处：机械化限度高，减轻工人笨重体力劳动。在平巷和立井施工中，料石砌碹，每个工人一种班搬运料石多则一万多井，而锚喷支护，除喷射手劳动强度较大外，别的工序都是机械操作。随着平巷喷射混凝土简易机械手推广，以及立井喷射机械手使用，为实现锚喷支护所有机械化施工打下良好基本。锚喷支护可以紧跟工作面，取消暂时支护，基本上解决支护落后掘进矛盾。支护后巷道失修率低，维护以便，并且可以解决冒顶，有助于安全生产。5.3永久支护技术办法及质量规定强度：现场检测，喷大板法或喷模法、现场取样（凿办法或钻取并点荷载实验办法）以及拔出实验法等。厚度：有针探法、打孔尺量或取芯法检测。工程规格尺寸：涉及挂线尺量法、激光测距法、超声波测距法等。观感质量：有无漏喷、离鼓现象；有无仍在扩展或危及使用安全。裂缝；漏水量；钢筋网有无外露；喷射混凝土表面平整密实。工程基本深度检测：《锚杆喷射混凝土支护技术规范》规定：（1）喷射混凝土支护工程应设基本，基本深度不不大于100mm。（2）采用机械搅拌，混合料应随拌随用，不掺速凝剂时存储时间不应超过2h，掺速凝剂时存储时间不应超过20min。（3）喷射前应清洗岩面，水灰比QUOTE。（4）速凝剂掺量应通过实验拟定。混凝土初凝时间不应不不大于5min，终凝时间不应不不大于10min。（5）分层喷射时，第一层喷射厚度：墙QUOTE，拱QUOTE；下一层喷射应在前一层混凝土终凝后进行，当间隔时间超过2h，应先喷水湿润混凝土表面.（6）喷射前应埋设控制喷厚标志.FQZ混凝土取芯钻机与HQC-40混凝土强度检测仪配合使用，是锚喷支护工程中检测混凝土强度专用工具。HQC40混凝土强度检测仪重要用于检测锚喷巷道喷射混凝土强度，亦可检测岩石强度级别。第六章.巷道掘进辅助工作6.1工作面压风和水供应1、压风供应空气压缩机也称压风机，是矿山四大固定设备之一。通过空气压缩机，可将自由空气压缩到所需要压力而成为压缩空气，用以驱动风动机具，如风动凿岩机、风镐、抓眼机、风水泵等，在矿山岩巷开拓中广泛应用喷混凝土技术，也用压缩空气作喷射动力。此外，矿山还经惯用压缩空气进行清理水仓，驱动副井上下口风动设备和主井上下口风动设备。空气压缩机站要设在用风负荷中心，特别要接近重要用风地点，普通布置在井口不超过50m处，以缩短供风路线和减少压力损失；站址应设在空气干净、通风良好地方，与易长生尘埃和废气地方不不大于50m，并位于全年住封口处，此外尚有注意噪音问题空气压缩站应远离办公区，生活区。2、水供应：掘井巷道必要采用湿式钻眼，爆破喷雾、装岩洒水更综合防尘办法。因而，掘井工作面处风压供应外，还必要有供水系统。矿井供水系统是由地面和井下管网系统构成。掘井工作面同步使用风水较多，并且装卸、移动频繁。为了提高钻眼工作效率和各种工序互不影响，必要配舍专用通风、供水系统，并且予以恰当布置。6.2工作面排水1.依照《煤矿安全规程》规定必要有工作和备用管路，各掘进工作面必要保证有两趟排水管路，其中一趟必要紧跟工作面迎头，一趟可滞后50~100米，因采掘工作面预测最大涌水量为450m³/h，为了满足最大涌水量，工作面铺设管路最低为8寸排水管路。采掘工作面相对固定水仓处必要有两趟排水管路直接排至采区水仓。2.排水管路应敷设在巷道非人行侧，距地板不不大于50cm，并对每节管路相应编号，每3m用管卡子吊挂一次，保证吊挂水平牢固。3.管路搭接处要按实际状况使用法兰或迅速管接头连接，保证管路严密性。4.出水口管路应安设水泵控制阀和闸阀。5.各工作面压风管路建议更换成六寸管路，作为一趟备用排水管路，在遇突水紧急状况时，压风管路直接变更为排水管路。6.采区排水系统敷设管路必要与水泵相匹配，可以在20小时排出采区24小时最大涌水量。6.3工作面供电1.井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必要切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于QUOTE时，再用与电源电压适应验电笔检查；检查无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安装有放电装置，不受此限。所有开关闭锁装置必要能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必要闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样警示牌，只有执行这项工作人员才有权取下此牌送电。2.操作井下电气设备应遵守下列规定：1)非专职人员不得擅自操作电气设备。2)手持式电气设备操作手柄和工作中必要接触某些必要有良好绝缘。3.容易遇到、裸露带电体及机械外露转动和传动某些必要加装护罩或遮栏等防护设施。4.电气设备不应超过额定值运营，防爆电气设备入井前，检查其“防爆合格证”，“产品合格证”，“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。5.移动变电站和设备列车上机电设备突出某些同巷道支护间距离不应不大于0.25米，同运送机距离为0.7米(检修以便)。6.4工作面测量工作巷道测量是指巷道掘进时测量工作。在当代矿井，为保证均衡、安全生产和不断提高劳动生产率，需要按采矿筹划和设计，在井下掘进大量巷道。这就规定矿山测量人员及时提供反映矿井生产状况图纸资料。从而带来大量井下测量工作。它是矿井寻常测量工作重要内容。巷道测量是在井下平面控制测量和高程控制测量基本上进行。任务：1）在实地标设巷道位置。要依照采矿设计标定巷道掘进方向和坡度，并随时检查和纠正。普通称此项工作为标定巷道中线和腰线，简称给中腰线。2)及时精确地测定巷道实际位置，检查巷道规格质量和丈量巷道进尺，并把巷道填绘在关于平面图、立面图和剖面图上。3)测绘回采工作面实际位置，记录产量和储量变动状况。4)关采矿工程、井下钻探、地质特性点、瓦斯突出点和涌水点测定等。上述任务关系着采矿工程质量和采矿筹划实现，矿山测量人员必要精确及时地配合生产细心进行上述测绘工作。如果掉以轻心，将导致重大损失，例如报废巷道，延误工期，增长巷道维修工作量，甚至发生透水等危及人身安全重大事故。矿山测量人员必要以高度责任心，认真负责地做好这些寻常矿山测量工作.上述寻常矿山测量工作是与生产紧密有关。测量人员要具备巷道设计、矿井地质和生产关于知识，严格遵守规程，并模范执行本单位制定规章制度。在工作中，若与采矿生产发生矛盾时，既要坚持原则，又要保证与关于部门互相配合，还要不断地改进测量办法和工具，纯熟地掌握操作技术，提高测绘工作效率，保证采矿生产对的进行。6.5其他辅助工作辅助工序涉及：通风、铺设轨道、挖水沟、测量等1通风：采用压入式通风方式。用局部通风机把新鲜风流通过风筒压入工作面，污浊空气沿巷到排出。局部通风机安装在巷道进风侧，据掘进巷道口不得不大于10m，风筒末端距工作面距离不得超过5m。2铺轨：掘进工作面普通采用轻型钢轨进行暂时铺设，规定轨道平直，轨距符合规定。3测量：为保证巷道方向和坡度，