4142采区专用行人下山作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

41、42采区专用行人下山

二、巷道用途

用于矿41、42采区行人需要。

三、设计长度：

1、上部平巷以方位角38°3y施工143.5m,其中联联络巷断面

113.5m,2-2断面等候室30m）；然后以方位角308°31'、2-2断面，施工行

人下山上部平巷（架空乘人器机头胴室）25m；上部平巷总工程量为168.5m。

2、41、42采区专用行人下山全长591.8m,以［3-3］断面施工；

3、施工躲避胴15个，信号房2个，长度为34m,均按躲避胴断面施工；

4、下部平巷（架空乘人器机尾胴室）33.3m,以［2-2］断面施工。

5、41、42采区专用行人下山总工程量为827.6m

四、巷道坡度

上部平巷以+7.3%。、下山以-20。、下部平巷以-6.7%。施工。

五、服务年限：30年

六、计划开工时间：预计2013年月日开工

第二节编写依据

一、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《41、42采区专用行人下山地质说明书》

批准时间：2013年4月

二、矿压观测资料；由神宁集团金能煤业分公司矿压组收集、分析。

第二章相对位置及地质情况

第一节巷道相对位置及采区开采情况

详见地质说明书

水平名称四水平采区名称41、42采区

41、42采区专地面标

工作面名称工作面标

用行人下山、高+600〜+400

+1105高(m)

(m)

概

41、42采区专用行人下山相对地面投影位置：新副井以西275〜920m、新副

地面位置

立井以北459m。

41、42采区专用行人下山位于42采区，41、42采区专用行人下山以东42.5m

井下位置

及四邻与41、42采区上部车场相邻、以南与600轨道石门相邻、以西为41、42采区待

采掘情况

况开拓区域；以北11m到+630回风石门。31区北翼专用回风巷正在掘进。

41、42采区专用行人下山巷顶距九层煤底板法线距

走向长(m)792.5

与煤层顶底板离29m〜33nl

关系(m)

方位角(度)308°31'

煤层总厚煤层结构(m)

煤岩层18。〜22。

煤

3(m)倾角20°

石

层

41、42采区专用行人下山所穿岩层主要有页岩、砂岩、煤线。煤线及其附近岩层中有害气体

描

述赋存量大。

顶底板名称岩石名称厚度岩性特征

煤

层老顶

顶

底直接顶

板

情伪顶

况

直接底

老底

表L41、42采区专用行人下山相对位置及采区开采情况

第二节煤（岩）层赋存特征

揭穿岩层以页岩、煤线、细砂岩、中粒砂岩、砂质泥岩、石灰岩，高岭

石泥岩，五、六、七、八、九煤层为主。五、六、七、八、九煤层及附近岩

层中有害气体赋存量大。煤岩层特征情况表见附表2

附表2煤岩层特征情况表

指标参数备注

岩层厚度（最小〜最大/平均）/m0.9-2.6/1.75

岩层倾角（最小〜最大/平均）/（°）18°~22°/20°

岩层硬度f5.0

岩层层理（发育程度）较发育

岩层节理（发育程度）较发育

自燃发火期

绝对瓦斯涌出量（m"/min）

煤尘爆炸指数（％）

地温（℃）19°〜20°

第三节地质构造

1.41、42采区专用行人下山附近煤岩层总体为单斜构造，走向37。30'〜

46°、平均43°30',倾向北西，倾角18°〜22°,平均20°30',煤岩层沿走向及

倾向均有次一级波状起伏。

2.根据2008年井田深部补充勘探提供资料，该范围内没有中〜大型断层

出现，预计.41、42采区轨专用行人下山掘进范围内延伸方向为EW、SN向的

小断层、裂隙较发育，页岩、砂质泥岩破碎。

第四节水文地质

一、水文情况

41、42采区专用行人下山掘进过程中揭穿的厚层状细砂岩中含水微弱，

但上覆九煤层底板厚层状的中粒砂岩(矿编VI含水层富水性较强，层号26,

历史最大涌水量53m>h),预计41、42采区专用行人下山掘进过程中揭穿

小构造发育范围巷道顶板会出现滴、淋水以及巷道底板会出现渗水现象。

若41、42采区专用行人下山掘进过程中顶板淋水有增大趋势，停止掘进，

打钻探放水。

钻探严格遵循下列技术要求：

1、加强钻场支护工作，并在巷道迎头打好坚固的立柱和栏板；

2、探水钻进之前，必需安装好孔口管和控制闸阀；

3、钻进过程中，发现岩层松软，片帮，来压或钻进中水压水量突然

增大，以及有顶钻等异常现象时，必须停止钻进，但不得拨钻，应及时撤

人，现场负责人员应立即向调度室汇报，并派人监测水情。

二、涌水量：最大涌水量为0.88(m3/min),正常涌水量为0.02(m3/min)o

三、建议：

1、41、42采区专用行人下山揭露的煤线及附近岩层中有害气体赋存量大,

在接近及穿过煤线及附近岩层时，应加强通风瓦斯管理。发现巷道内瓦斯涌

出量突然增大时，停止掘进，撤人采取措施，边抽边掘。

2、41、42采区专用行人下山揭穿的煤线、页岩、砂质页岩中小构造较发

育，破碎，请加强顶板管理。

3、41、42采区专用行人下山为四水平延伸开拓巷道，掘进过程中顶板

淋水有增大趋势，停止掘进，打钻探放水。

附图1：41、42采区专用行人下山地质预想剖面图

第三章巷道布置及支护

第一节巷道布置

41、42采区专用行人下山开口位于+600m轨道石门内东帮，施工方位角

为38°31=然后以方位角308°31，施工行人下山上部平巷及行人下山，巷

道变平后与+400m轨道石门贯通。

附图2：41、42采区专用行人下山平面图

附图3：41、42采区专用行人下山剖面图

第二节矿压观测

1.观测对象：41、42采区专用行人下山

2.观测内容：锚杆受力状态监测、锚固力监测

3.观测方法：

(1)锚杆受力状态监测：每30m布置一组锚杆测力计，每组1个测力计

托盘为特制铁托盘。

(2)锚固力监测：每支护100根锚杆检查一组，一组检查3根，测试拉

拔力达到设计锚固力(64KN)为合格。

4.数据处理：

采取施工时及时观测，对采集的数据进行分析、处理后将结果反馈到设

计和施工中，以便及时修改设计、指导施工。

第三节支护设计

一、巷道断面

本巷道设计形状为拱形断面。

[1-1]断面尺寸为：掘宽3.8m、掘高3.3m、净宽3.6m、净高3.2m,锚网

喷支护厚度为T=100mm；[2-2]断面尺寸为：掘宽5.3m、掘高4.75m、净宽

5.0m、净高4.6m,锚网喷+锚索联合支护厚度为T=150mm；[3-3]断面尺寸为:

掘宽3.8m、掘高3.8m、净宽3.6m、净高3.6m,锚网喷支护厚度为T=100mm。

附图4：41、42采区专用行人下山1-1断面永久支护断面图

附图5：41、42采区专用行人下山2-2断面永久支护断面图

附图6：41、42采区专用行人下山3-3断面永久支护断面图

附图6：41、42采区专用行人下山躲避碉室断面永久支护断面图

二、永久支护设计

设计方法：解析法

锚杆设计锚固力：50kN

支护方式：锚网支护（树脂锚杆、金属网）

按悬吊理论计算锚杆参数

1.锚杆长度计算：

冒落拱高度H=券=a：：。=0.7125m

式中B----巷道开掘宽度，取5.3m；

f----岩石坚固性系数，砂质页岩取4。

H——冒落拱高度

锚杆长度L=++12=2x0.7125+0.5+0.1=2,025（安全系数

K取2,L为锚固段长度，取0.5m,L?为露出围岩长度0.1m）

因此，锚杆长度选2.4m,满足要求。

2.锚杆间、排距计算:

间、排距a=J——=J--------------=1.58m

VKHrV2x0.4x25

式中Q------设计锚固力，50KN

r——围岩密度，取25KN/m3

由于本巷道为穿层巷道，所以选用锚杆的间X排距为700X700mm<

1700mm,满足要求。

第四节支护工艺

一、永久支护材料

1.锚杆：采用左旋高强度螺纹钢树脂锚杆，直径为20mm,长度2400mm；

2.锚杆托盘：碟形铁托盘，每根锚杆使用两个托盘、两个螺母。

铁托盘:：长乂宽*厚=20001111*200111111*10111111。

3.锚固剂：MSK28/50型树脂锚固剂，每孔两节。

4.钢筋网：采用直径66.5mm的钢筋制作,长义宽=2800mmX800nlm,网孔

长X宽=100mmX100mm。铺设时网要搭接100mm,用14#铁丝联网，连网间距

200mm；托盘必须压住压茬部位。

5.喷砂：喷层为混凝土，砂佐强度标号为C20,水泥标号42.5#,砂子

为化工厂产的自然砂，含水率4%-6虬硅配合体积比为水泥：砂：石子=1：2：

2,水灰比为0.45,速凝剂为J85型，掺入量为水泥重量的2%〜3%。喷拱取

上限，有淋水时可加大速凝剂掺入量，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：

(1)按中腰线检查断面，不符合要求先处理合格。

(2)由外向里、先顶后帮顺序进行敲帮问顶，找掉活石危石。

(3)检查临时支护是否合格。

(4)确定锚杆眼位，眼位误差不得超过100mm,并在钻杆上做好锚杆眼

深标记。

(5)打锚杆眼，应由外向里，先顶后帮。

2.安装锚杆：

(1)先将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，眼孔方向不

得有人。

(2)树脂药卷用锚杆慢慢送入眼底，开动锚杆安装机带动锚杆，边推动

锚杆边搅拌药卷，搅拌工作连续进行，30s后停止搅拌。

(3)15min后，挂网，上托盘，紧固螺母，螺母拧紧力矩不小于100N.m。

(4)遵循每打好一个锚杆眼，安装一根锚杆的原则。

三、喷射混凝土工艺

1.喷射前，检查工作面支护状况，锚杆紧固、网的铺设是否符合要求，

是否有网包，发现问题及时处理。

2.清除肝石杂物，清出墙基。

3.检查喷浆机、风水管、输料管接头是否牢固、严密，输料管要平直，

喷浆机安置要平稳，喷浆机送电空载试运转。

4.用高压风水冲洗岩面，并设喷厚标志。

5.喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面尽

量保持垂直，且距离以0.8m〜1.0m为宜。

6.供风压力为0.4MPa,水压应比风压高0.IMpa,水灰比0.45,一次喷厚

20nlm〜30mm,复喷时间如果超过2h,必须用高压水重新冲洗受喷面。

7.开机时，先给水，后开风，再开机。停机时，先停料，后停机，再关

水，最后停风。

8.处理堵塞故障时，喷射手要紧握喷头，并将喷口朝下。

9.喷射质量：表面均匀、平整，无裂缝，无“穿裙”，无“赤脚”。

四、光爆锚喷巷道工程质量要求

1.巷道净宽：(中线至任何一帮)优良品为。〜+100mm

合格品为0~+150mm

2.巷道净高：(腰线至顶、底板)优良品为0〜+100mm

合格品为0~+150mm

3.锚杆：间、排距±100mm。

孑L深0〜+50mm。

外露长度W50mm。

角度105°NxN75。

4.喷射混凝土：表面平整度W50mm。

喷层厚度N设计值90%

基础深度N设计值90%

5.水沟：中心位置±50mm。

宽度±30mm。

深度±30mm。

其它按照《神华安全质量标准化标准及考核评级办法实施细则汇编》(第

四版)执行。

五、临时支护

1.临时支护方式：前探支护(双臂前探梁)，利用锚杆端部做悬吊点，悬

吊前探梁。

2.临时支护材料规格：

(1)双臂梁采用直径为50mm钢管制作,长度为3000mm。端头焊接400mm

长尖钎子，全长3400mm。

(2)钢筋网采用①6.5mm的钢筋焊接而成，网孔100X100mm,规格：长

X宽=3000X800mm。

(3)双臂梁数量：三根(每根用两个特制的连接器连接)。

(4)临时支护环为两个单环通过螺栓连接，螺栓直径为620mm,环宽为

80mmm,直径为90mm,壁厚为8mm。

3.临时支护操作过程及要求：

(1)爆破后，先敲帮问顶，清除活肝危石，及时架设临时支护；作业人

员必须站在顶板完好的永久支护下，将双臂前探梁前端插入已预留的500mm

的孔内，后端用特制连接器与后排顶部已支护好的锚杆尾端连接牢固，每个

前探梁必须有两个连接器与锚杆端部固定，连接器用616圆钢与120X120X

10mm的碟型钢板焊接制作。

(2)在双臂梁上铺好钢筋网，钢筋网与双臂梁之间用14#铁丝捆绑牢固,

未接顶处用板材刹紧背实。

(3)架设双臂梁时人员必须站在永久支护下的安全地点操作。

(4)锚杆未打好之前不得撤除双臂梁，严禁空顶作业。

附图8：41、42采区专用行人下山临时支护图

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工顺序：

四、工艺流程：

敲帮问顶、瓦检、安检一钻眼一瓦检一装药一瓦检一爆破一瓦检一敲帮

问顶、临时支护一装殖一永久支护一清理文明生产。

第二节开口设计

一、开口设计：

1.施工前由神宁集团金能煤业分公司地测专业提前标定41、42采区专

用行人下山的开口位置、巷道施工中腰线，并严格按中线施工。

2.开口前，必须按开口设计要求先打好锁口锚杆，锁口锚杆选用620X

2400mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为700X700mm。

附图9：41、42采区专用行人下山开口设计图

二、施工要求：

1.施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理浮肝、活石。

2.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。

3.开口5m范围内，循环进度缩小至700mm,最大控顶距为1000mm,

最小控顶距为300mmo

4.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

斯浓度及其它有害气体进行检查，只有当瓦斯浓度不大于1%,其它有害气体

不超过《煤矿安全规程》规定时方可爆破。

5.爆破前严格执行“一炮三检、三人联锁放炮”制度。

6.跟班人员及时检查周围的支护状况，有隐患及时处理。

7、下山施工严格执行“行车不行人，行人不行车制度”。

第二T)闰石万式

一、钻眼工具：

工作面使用3台YT—28型气腿式凿岩机、“一”字型合金钢钻头、六棱

钢空心钎杆打眼。

二、将迎头划分左右区域同时打眼；打锚杆眼时，只能使用一台凿岩机

打眼。

三、掏槽方式：楔形掏槽。

四、综合防尘：湿式打眼，放炮、喷射混凝土时喷雾、装硝洒水、装药

使用水炮泥，在容易产尘的地点作业人员必须佩带防尘口罩。

第四节爆破作业

一、爆破材料及器材

1.炸药：矿用三级乳化炸药，药卷规格：028mmX2OOmm,重200g。

2.雷管：煤矿许用段毫秒延期电雷管。

3.发爆器：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。

附图10：41、42采区专用行人下山掏槽眼装药结构图10：

900mm200mm200mm200mm200mm

雷管脚线粘土炮泥水炮泥雷管炸药

三、起爆方式：

连线方式为串联，起爆方式为正向起爆，全断面一次爆破。

四、炮眼布置图及爆破说明书

1.总装药量。：

Q=qsln=l.83X11.3X1.6X0.93=30.77Kg

式中q——单位炸药消耗量，1.83kg/m3

s——巷道断面面积，11.3m3

1——炮眼深度，L6m

n——炮眼利用率，取93%

2.炮眼数量N：

N=qxsx〃zx〃/(xxp)=L83X11.3X200X0.93/(0.3X200)=64.105

式中m---每节药卷长度，200mmo

x——炮眼炸药系数，一般为0.2〜0.5

P------每节药卷重量，取200go

附图11：41、42采区专用行人下山［1-1］断面炮眼布置图

附图12：41、42采区专用行人下山［2-2］断面炮眼布置图

附图13：41、42采区专用行人下山［3-3］断面炮眼布置图

附图14：41、42采区专用行人下山躲避嗣断面炮眼布置图

表3：41、42采区专用行人下山［1-L］断面爆破说明书

眼角度（0）装药量（公斤）水泡

雷管连线封孔

炮眼名称眼号深泥块

水平垂直每眼眼数总量段号方法长度

(m)数

掏槽眼1~61.874900.2X363.6I

7〜91.690900.2X231.2II

辅助眼10-181.690900.2X293.6III次

填每

串

19〜311.690900.2X2135.2IV满眼

联

封

32〜381.690900.2X272.8IV起

实块

爆

39〜681.686900.2X22911.6V

周边眼

合计6828.089

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。

表4：41、42采区专用行人下山［1-1］断面爆破指标表

编号项目单位指标

1岩石种类及坚硬程度普氏（F）系数1.8〜5.0

2炸药Kg/循环28

3雷管发/循环68

4循环进度m1.5

5炮眼利用率%93

6爆破体积m315.8

备注：

表5：41、42采区专用行人下山［2-2］（上台阶）断面爆破说明书

眼角度（0）装药量（公斤）水泡

雷管连线封孑L

炮眼名称眼号深泥块

水平垂直每眼眼数总量段号方法长度

(m)数

掏槽眼1〜61.774900.2X363.6I

7-101.590900.2X241.6II

辅助眼11〜171.590900.2X272.8III次

填每

串

18〜281.590900.2X2114.4IV满眼

联

封

29〜431.590900.2X2156.0IV起

实块

44〜561.590900.2X2135.2IV爆

57-891.586900.2X23313.2V

周边眼

合计8936.889

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。

表6：41、42采区专用行人下山［2-2］断面（上台阶）爆破指标表

编号项目单位指标

1岩石种类及坚硬程度普氏（F）系数1.8〜5.0

2炸药Kg/循环36.8

3雷管发/循环89

4循环进度m1.5

5炮眼利用率%93

6爆破体积m313.8

备注：

表7：41、42采区专用行人下山［2-2］断面（下台阶）爆破说明书

眼角度（0）装药量（公斤）水泡

雷管连线封孑L

炮眼名称眼号深泥块

水平垂直每眼眼数总量段号方法长度

(m)数

掏槽眼

2-101.590900.2X293.6II

辅助眼13〜211.590900.2X293.6III次

填每

串

24〜351.590900.2X2125.6IV满眼

联

、、IV封

112231.586900.2X231.2起

实块

11、22、361.586900.2X231.2IV爆

371.590900.2X210.4

周边眼

合计3715.637

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。

表8：41、42采区专用行人下山［2-2］断面（下台阶）爆破指标表

编号项目单位指标

1岩石种类及坚硬程度普氏（F）系数1.8〜5.0

2炸药Kg/循环15.6

3雷管发/循环37

4循环进度m1.5

5炮眼利用率%93

6爆破体积m311.9

备注：

表9：41、42采区专用行人下山［3-3］断面爆破说明书

眼角度（0）装药量（公斤）水泡

雷管连线封孑L

炮眼名称眼号深泥块

水平垂直每眼眼数总量段号方法长度

(m)数

掏槽眼1〜61.774900.2X363.6I

7-101.590900.2X241.6II

辅助眼11-171.590900.2X272.8III次

填每

串

18〜281.590900.2X2114.4IV满眼

联

封

29-431.590900.2X2156.0IV起

实块

44〜561.590900.2X2135.2IV爆

57〜891.586900.2X23313.2V

周边眼

合计8936.889

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。

表10：41、42采区专用行人下山［3-3］断面爆破指标表

编号项目单位指标

1岩石种类及坚硬程度普氏（F）系数1.8〜5.0

2炸药Kg/循环36.8

3雷管发/循环89

4循环进度m1.5

5炮眼利用率%93

6爆破体积m313.8

备注：

表n：41、42采区专用行人下山躲避胴爆破说明书

眼角度（0）装药量（公斤）水泡

雷管连线封孑L

炮眼名称眼号深泥块

水平垂直每眼眼数总量段号方法长度

(m)数

1、21.372900.2X321.2I

掏槽眼

3〜61.772900.2X342.4I

7-131.590840.2X272.8II次

填每

串

辅助眼14-161.590900.2X231.2III满眼

联

封

起

实块

爆

周边眼17〜311.590900.2X2156V

合计3113.631

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。

表12：41、42采区专用行人下山躲避胴爆破指标表

编号项目单位指标

1岩石种类及坚硬程度普氏（F）系数1.8〜5.0

2炸药Kg/循环13.6

3雷管发/循环31

4循环进度m1.5

5炮眼利用率%93

6爆破体积m35.34

备注：

第五节装运方式

一、装载

采用P-90B型耙斗机装岩（必须为非高瓦斯突出区域使用），机身旁设有

照明灯，机尾槽设尾撑（可调高度立柱），机身有封闭式挡绳装置和护栏。

工作面固定滑轮的固定楔，楔眼应高于渣堆800〜1000mm,并向下倾斜3°〜

10°,眼孔深度400〜500mm,固定铁钎长500〜600mm。打完楔眼后，先将

绳头插入孔内，再用钉锤将铁钎打牢打紧。耙斗机装岩槽上方两侧必须安设

防护栏，防护栏应用不小于620mm的圆钢制成，网格间隙不超过200mm,

防护栏的高度为500mm,高出操作位置300mm。封闭式档绳栏杆用615.24mm

钢绞线制作，两侧用U型卡子固定在防护栏上，顶部在巷道正中锚杆上固定

好铁丝，用铁丝固定钢丝绳，共设封闭式档绳栏杆两根。每掘6〜18m移一次

耙斗机，延一次轨道，移机后耙斗机距迎头6〜10m,耙斗机机尾、机身两侧

及两帮浮渣，每班要及时清净（上山不固定耙斗机）。

二、运输

施工中采用It矿车运输，斜巷采用55kw绞车提升，平巷人力推车，大

巷为电机车串车牵引运输；电机车型号CDXT-5型。电机车牵引一次不超过18

个重车，速度不超过4米/秒。矿车所装材料如露出车外，高不超过200nlm,

宽不超过200mm,长不超过300mm。（后附斜巷提升设备的选型和各种验算）

第六节管线及轨道敷设

一、管线

电缆敷设在行人道一侧，电缆悬挂在底板上1.8m处，电缆钩每1.0m—

个，电缆垂度不超过50mm。风水管、风筒悬挂在非人行道一侧，风管固定在

距底板0.5m处，水管悬挂在距底板0.8m处，每5m用托钩固定，且接口严密,

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，风管距

工作面20m范围内使用一寸半胶管。风、水管要随工作面及时延长，以备工

作面正常使用风、水。风筒吊挂在底板以上1.8m处，环环吊挂，风筒口距工

作面不得超过5米。

二、轨道

掘进用轨道为30kg/m的轨道，轨距600mm,枕木规格（长X宽X厚）为

1200mmX120mmX120mm,枕木间距800mln,轨距误差不大于10mm,轨道间隙

不超过10mm,内错不大于5mm,浮渣不超过枕木面，轨道构件齐全、紧固有

效，轨道距迎头6〜18m。

第七节设备及工具设备

设备及工具设备（见附表13）

表13：41、42采区专用行人下山设备及工具设备配备表

功率

序号设备工具名称型号规格数量备注

/kW

1局部通风机DBKJNO-5.6型风机452台

2耙装机P-90B451台

3凿岩机YT-283部

4喷浆机转子IV型5.51部

5煤电钻MZ-1.21.51台

6风稿GT10P1部

7照明综保ZBZ-4.0A型2.51台

8力矩扳手3把每班1把

9锚杆测力计ML-101台

10铁锹/把4

11滑轮/个3备用

12大锤/把3

13扳手12寸把3

14手钳/把3

15防跑车装置一套

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41、42采区上部车场内距41、42采区专用行人下山联络巷

大于120m的新鲜风流中，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=100X0.7X2.0=140m:!/min

式中Q-掘进工作面所需风量.m7min

q-掘进工作面瓦斯绝对涌出量q=0.7m7min（金能煤业分公司

通风队提供）

K-瓦斯涌出不均衡系数,一般取1.6〜2.0

2.按装药量计算

Q掘i210A药=10X36.8=368m;!/min

式中A药-掘进工作面一次爆破时最大装药量，取36.8kg

本工作面采用矿用三级许可炸药，根据神宁矿井风量计算细则规定：1

千克炸药需要的风量是10m3

3.按工作面人数计算：

Q=4N=4X24=96m7min

式中4—每人每分钟不低于4m7min

N—工作面同时工作最多人数（包括工作面作业人员9人、跟

班人员1人、瓦检1人、安检员1人，交接班时24人，共取24人）

4.根据有瓦斯涌出的岩巷，煤巷和半煤岩巷掘进最低风量的要求计算

（1）按工作面最低风量算得最低风量：

Q掘i225.2XS掘i=25.2X11.3=284.76m3/min

S掘i-----巷道断面面积11.3m2

（2）按工作面最高风速验算：

Q掘i《240XS掘i=240Xll.3=2712m7min

S——巷道断面面积11.3m2

5.按局部通风机实际吸风量计算：

Q出口=（3扇*卜+60*丫安iXS安i=350Xl+60X0.15X11.3=451.7m7min

式中Q扇一一局部通风机的实际吸风量，350m7min

li——工作面同时运转局部通风机台数。

V安i——局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间

的风速,m/so（岩巷V安i2O.15m/s）

S安i——局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间

的巷道最大断面，m2

由上述1-4条计算结果得出，该掘进工作面迎头需风量为

284.76ni7mino

由上述5条计算结果得出，掘进工作面风机出口处需风量为

451.7m3/min

二、局部通风机选型

通过以上计算，选用DBKJNO-5.6型2X45KW风机，额定吸风量为450〜

500m3/min,实际吸风量为451.7m3/min,满足要求。

三、局部通风机安装位置和通风系统

1.局部通风机安装在+600m水平区段轨道石门内距+600区段石门与+630m

回风石门联络巷大于10m的新鲜风流中。

2.通风系统：

新鲜风流：副立井~32区中央通风行人下山一32区+600m水平南轨道巷

-*+600m水平区段轨道石门一工作面。

污风风流:工作面■*+600m水平区段轨道石门f32区+600m水平南轨道巷一

+600m〜+725m中央通风上山一32区720配风巷一+718m〜+725m回风巷f新清理

斜巷„主立井一地面。

第二节压风

风源来自地面压风机房一九层煤下山f+970m水平一+725m水平f32区

+600m水平南轨道巷f+600m水平区段轨道石门-*工作面。

管道直径：2,主斜井159mm、轨道巷108mm、石门108mm以及25mm胶管接

至工作面，地面压风机房压风压力必须保证0.75MPa以上，工作面最小风压

为0.4MPa,距工作面25〜40m安装一组压风自救装置。

附图8：通风、压风系统示意图

第三节瓦斯抽放

施工中，根据瓦斯变化情况，由通风部门决定是否进行瓦斯抽放。

第四节综合防尘

一、防尘方式

湿式钻眼、耙装洒水、冲洗巷帮、净化水幕、爆破喷雾、使用水炮泥，

作业人员佩戴防尘口罩。

二、防尘系统

防尘水源来自地面氧化池经副立井。用2寸供水管路经副立井一+600m井

底车场一+600m副立井中央石门-*32区+600m轨道巷一工作面。

分别用直径为152mm、108mm铁管以及25mm胶管接入工作面，爆破喷雾

安设在距工作面迎头20m处,净化水幕安设在距工作面迎头50m处。

第五节防灭火

工作面采用湿式钻眼、耙装洒水、冲洗巷帮、净化水幕、爆破喷雾、使

用水炮泥等防火防范措施，水平有消防材料库，存有灭火砂和消防器材，工

作面存有2个灭火器，防火水源同防尘水源。

第六节安全监控

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

1.队长、技术员下井必须携带便携式甲烷报警仪。

2.爆破工担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪。

3.班长下井必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在工作

面5nl范围内无风筒一侧。

4、报警浓度为1.0%0

二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用

1.瓦斯遥测甲烷传感器设两个，一个(「)垂直悬挂在距工作面迎头3〜

5nl的回风侧，距巷顶不大于300mm,距帮不小于200mm；另一个(T2)垂直悬挂

在该工作面巷道内，距回风出口10〜15nl处,距巷顶不大于300mm的巷中处；

风筒传感器安设在风筒末端。

2.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，爆破后及时移回规定的位置。

三、瓦斯监测监控系统

1.巷道内采用KJ95N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.瓦斯遥测甲烷传感器工作范围：

(1)报警浓度:(L)20.8%；(T2)20.8%

(2)断电浓度：(TD21.3%；(T2)20.8%

(3)复电浓度：(TD、(T2)<0.8%

(4)断电范围：(「)、(T2)掘进工作面巷道内全部非本质安全型电器设

备。

附图9：瓦斯监控系统设备布置示意图

第七节供电

一、供电系统

1.该工作面供电电源：

600中央变电所(一区)一41、42采区绞车房配电点一工作面。配电点

设置在安全地点，局部通风机采用三转(专用变压器、专用开关、专用线路),

采用具有选择性漏电保护装置的馈电开关进行供电线路供电，并对整条供电

线路进行绝缘检测。并且严格执行风电闭锁，瓦斯电闭锁。

2.工作面设备总容量为：

EPe=Pe风机+Pe耙斗机+Pe耙斗机照明+Pe绞车+Pe煤电钻+Pe耙斗机=45X2+55+0.9

+1.2+45=242.6KW

3.工作面设备：

DBKJNO-5.6型风机，局部通风机2台，P-90B型耙斗机1台，BKZ-4

型耙斗机照明1台，55提升绞车1台，转子IV型喷浆机1台，MZ-12型煤

电钻1台。

二、电器整定

1.整定计算：

(1)局部通风机

选用JBT62-2型局部通风机，电机功率45KW

整定值：Iz=L15Pe=l.15X45X2X0.7=72.45A取整定值为80A

IsD：速断倍数选择8倍

(2)P-90B型耙斗机:

选用P-30B型耙斗机：电机功率45KW

整定值：Iz=l.15Pe=l.15X45=51.75A取整定值为55A

IsD：速断倍数选择8倍

(3)QBZ-4A型耙斗机照明：照明灯功率0.9KW

整定值:IZ=1.15Pe=l.15X0.9=1.04A取整定值为2A

(4)55KW提升绞车：

选用提升绞车：电机功率55KW

整定值：IZ=1.15Pe=l.15X55=63.2A取整定值为65A

L：速断倍数选择8倍

(5)煤电钻：选用MZ-1.2型煤电钻：电机容量1.2KW

整定值：IZ=1.15Pe=l.15X1.2=1.38A取整定值为5A

(6)风机专用馈电开关：

整定值：IZ=1.15Pe=l.15X45X2X0.7=72.5A取整定值为80A

(7)动力馈电开关：

整定值：IZ=1.15SPe=(45+1.2+55+0.9)X1.15X0.7=82.19A

取整定值为90A

(8)喷浆机:

选用转子IV型喷浆机，电机功率5.5KW

整定值：IZ=1.15Pe=l.15X5.5=6.325A取整定值为10A

三、电缆选型计算

按允许持续通过载流量选择电缆截面：

In=PeX107nV3VeCOS4>e

1.支线电缆选择：

(1)供局扇电缆选择：

In=PeX103/(nVTVeC0S(be)=45X2X107(0.9XV3X660X0.8)

=109.347A

选择MYP-O.66/1.14KV-3X35+1X16型电缆，其允许载流量为120A>

109.347A合格。

(2)供耙斗机电缆选择：

In=PeX103/(nVTVeC0S<l)e)=45X107(0.9x6x660X0.8)

=54.673A

选择MY-0.38/0.66KV-3X4+1X4型电缆，其允许载流量为60A>54.673A

合格。

(3)供照明电缆选择：

In=PeX103/(nVTVeC0S6e)=1.2X107(0.9X^3X660X0.8)

=L45A

选择MY-O.38/0.66KV-3X35+1X16型电缆，其允许载流量为4A>1.45A

合格。

(4)供55KW提升绞车电缆选择：

In=PeX107(nVTVeC0S4)e)=55X107(0.9x6x660X0.8)

=66.823A

选择MY-0.38/0.66KV-3X4+1X4型电缆，其允许载流量为80A>

66.823A合格。

(5)供煤电