11091回风巷及切眼掘进作业规程

目录

第一章概况.....................................................1

第一节概述....................................................1

第二节编写依据................................................1

第二章地面位置及地质情况.........................................3

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况..........................3

第二节煤（岩）层赋存特征......................................3

第三节地质构造................................................7

第四节水文地质................................................7

第五节瓦斯地质................................................7

第三章巷道布置及支护说明.........................................8

第一节巷道布置与施工说明......................................8

第二节矿压观测...............................................12

第三节支护设计...............................................12

第四节支护工艺...............................................14

第四章施工工艺..................................................18

第一节施工方法...............................................18

第二节凿（岩）煤方式.........................................19

第三节爆破作业...............................................19

第四节装载与运输.............................................25

第五节管线敷设...............................................25

第六节设备与工具.............................................27

第五章生产系统..................................................28

第一节通风.................................................28

第二节压风.................................................29

第三节瓦斯防治...............................................31

第四节综合防尘...............................................32

第五节防灭火.................................................31

第六节安全监测监控...........................................35

第七节供电.................................................38

第八节排水.................................................41

第九节运输.................................................40

第十节照明、通讯和信号.......................................44

第六章劳动组织及主要技术经济指标................................46

第一节劳动组织...............................................47

第二节循环作业...............................................48

第三节主要技术经济指标.......................................50

第七章安全技术措施..............................................51

第一节一通三防...............................................51

第二节顶板.................................................58

第三节爆破.................................................62

第四节防治水.................................................70

第五节机电管理...............................................71

第六节运输.................................................70

第七节煤质及其它安全制度.....................................79

第八章文明生产与质量标准化......................................86

第一节文明生产...............................................86

第二节质量标准化87

第九章灾害应急措施及避灾路线....................................90

摘要

11091回风巷及切眼均为二।煤层头层掘进，回风巷掘进巷道长约92m,切

眼长约37m；工作面标高在-155.329〜-169.669m之间，上部及南部均为

11073工作面，下部为2312工作面，北部为一水平大巷、11062工作面，上述

工作面均已回采完毕；地面为农田，位于韩庄村西南方向，地面标高+141m。

11091回风巷掘进设计长度92m,预计巷道开工掘进时间为2015年7月

底，预计竣工时间为2015年8月中旬，服务年限为3个月，巷道主要担任

11091工作面回风及辅助运输的需要。切眼掘进长度37m,预计掘进时间为8

月中旬，竣工时间为8月下旬，为11091工作面安装回采做准备。

11091回风巷及切眼施工方式为炮掘，回风巷采用2.4X2.4ml1"矿工钢配

合一梁三柱叉子棚支护，叉子棚允许滞后15m。巷道高2050mm,下宽3650mm,

两帮扎角均为725mm,S掘=6.84m2,S净=5.99m2,棚距中-中500mm；11091工作

面切眼采用3.6mn钢梁配合单体柱（一梁三柱）支护，断面为矩形，巷道宽

3600mm,巷高2300mm,S净=8.28m2。

掘进工作面施工工序：交接班一延长刮板输送机一打眼放炮一检查瓦斯一

临时支护一出煤架棚f收工清理。

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》施工的巷道为11091回风巷及切眼。

二、巷道目的用途

施工11091回风巷是为了满足11091采煤工作面回风及辅助运输的需要，

施工切眼为了11091工作面安装回采做准备。

三、巷道设计长度和服务年限

11091回风巷设计施工长度为92m,服务时间3个月，切眼设计施工长度

为37m。

四、预计开竣工时间

本巷道施工自2015年7月下旬开工，预计2015年8月底完工。

第二节编写依据

一、方庄二矿技术科提供的巷道掘进设计图。

二、方庄二矿地测科提供的水文地质资料。

三、方庄二矿通防科提供的通风瓦斯资料。

四、《安全生产法》、《煤炭法》、《矿山安全法》、《煤矿安全监察条

例》、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规

定》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》、《井巷掘进各

工种操作规程及岗位责任制》、《焦作煤业（集团）有限责任公司“一通三

防”管理规范》、《焦煤集团矿井机电运输“规范化、统一化、精细化”管理

标准》、《焦煤集团风量计算细则》及其它相关技术规范、标准、规定等。

审批人员签字:第1页共87页

审批人员签字:第2页共87页

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

11091回风巷巷道相应的地面位置位于韩庄村西南方向，地面标高+141m,

具体情况见表lo

附表1：井上下对照关系情况表

水平、采区11采区工程名称11091回风巷及切眼

地面标高+141井下标高-149.977—167.409m

地面的相对位置建筑物

及其它

巷道位于韩庄村西南方向，全为农田，无建筑物。

工作面为煤层头层掘进，上部及南部均与11073工作面相邻，下部为

井下相对位置对掘进巷2312工作面，北部为一水平大巷、11062工作面，均已开采。

道的影响

工作面煤层赋存比较稳定，煤层厚度为4.5m左右。煤层结构简单，

邻近采掘情况老空老巷

无夹研，煤层中部为原生结构煤，其上部0.5m左右和下部1.0m左右为酥

及积水等对掘进巷道的

煤。该工作面水文地质条件比较简单，主要含水层为煤层底板晨灰岩。根

影响

据工作面老空水害评价报告分析，工作面周围没有老空积水。

第二节煤（岩）层赋存特征

工作面煤层赋存比较稳定，煤层倾向108°〜114°,倾角18。〜20。，平

均19°o根据11073.11062和2312工作面回采情况分析，工作面地质构造简

单，为单斜构造，没有断层构造。

工作面煤层赋存比较稳定，煤层厚度为4.5m左右。煤层结构简单，无夹

研，煤层中部为原生结构煤，其上部0.5m左右和下部1.0m左右为酥煤。

周围工作面已回采结束，经长时间释放，残余瓦斯含量为3.12〜

审批人员签字:第3页共87页

4.28m7t,绝对瓦斯涌出量为0.2〜LOnf/min,掘进期间无煤与瓦斯突出危

险。

审批人员签字:第4页共87页

附表2：煤层特征情况表

指标单位参数备注

煤柱厚度m4.5

煤层倾角（最小〜最大/平均）(°)18〜20/19工作面煤层赋

存比较稳定，

煤层厚度为

煤层硬度f1.5

4.5m左右•煤

层结构简单，

煤层层理（发育程度）一般无夹阡，煤层

中部为原生结

煤层节理（发育程度）一般构煤，其上部

0.5m左右和下

部1.0m左右为

绝对瓦斯涌出量m3/min0.2〜1.0

酥煤。

瓦斯含量m3/t3.12-4.28

自燃发火期d煤层为三类不易自燃

附表3：煤层顶底板情况表

厚度

顶底板名称岩石名称岩性特征

（m）

煤

层

老顶细砂岩7.2灰色、致密较硬、含云母片。

顶

底灰黑色、泥质为主、较硬、富含植物化石。

板直接顶粉砂岩4.5

情

况

直接底粉砂岩5.4灰黑色，含粉砂质，富含植物化石，水平层理。

老底中细砂岩18灰色，钙质胶结，致密坚硬。

审批人员签字:第5页共87页

附图2-1：11091回风巷综合柱状图（1：500）

柱状煤（岩）

地层名称层厚（m）岩石特性描述备注

1:500层名称

・・•••••••灰色致密较硬、含云

老顶7.2细砂岩母片。

•••«»»•••

・・••••

———一

灰黑色，泥质为主，较

直接顶4.5粉砂岩

硬，富含植物化石。

煤层上部以酥煤为主，中部

煤层

4.5二，煤为酥煤夹花碳，底部煤质较

■软。

直接底

5.4灰黑色，含粉砂质，富含植物化

粉砂岩

石,具水平层理。

•••«»■•••

•••・・♦•••

中细

18.0••••・・•••灰色，钙质胶结，致密坚硬。

老底砂岩

•••

•••・”•••

................................砂质黑灰色，厚层状泥岩，砂质泥岩,

3.3

泥岩夹薄层深灰色粉砂岩。

0.651以灰岩富水性岩层

・・・

•••«««««••••

中细粒砂岩，成份以石

12.65砂岩英为主,深灰色粉砂岩。

•••••••••

11

1

11深灰色厚层状含大昂:动物（蜓

6.51Ls灰岩科及腕足类）化石，顶部含燧

11石团块,富水性强。

1

11

审批人员签字:第6页共87页

第三节地质构造

11091工作面煤层赋存比较稳定，煤层倾向108°〜114。，煤层平均倾角

19°o根据11073>11062和2312工作面回采情况分析，工作面地质构造简

单，为单斜构造，没有断层构造。

第四节水文地质

该工作面水文地质条件比较简单，主要含水层为煤层底板上灰岩。根据工

作面老空水害评价报告分析，工作面周围没有老空积水；根据周围工作面回采

情况，预计该工作面正常涌水量0.2m7min,最大涌水量为1.OmVmin；根据井

下水文观测孔资料推算，掘进工作面L8灰岩水位为-60m,工作面最低标高-

167.409m,煤层底板与Lg灰岩之间隔水层厚度平均为40m,工作面最大水压为

1.3MPa,最大突水系数为0.0325,工作面正常掘进时不会发生突水。

第五节瓦斯地质

周围工作面已回采结束，经长时间释放，残余瓦斯含量为3.12〜4.28nT%,

绝对瓦斯涌出量为0.2-1.Om7min,掘进期间无煤与瓦斯突出危险。

审批人员签字:第7页共87页

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置与施工说明

11091回风巷位于-149.977〜-155.329m水平之间，巷道设计施工长度约

92m,采用2.4X2.4m矿工钢梯形棚支护。切眼位于-155.329〜-167.409m水平

之间，巷道设计施工长度约37m,开口位置为原1111工作面机尾端头，将原3.6

X3.0m矿工钢梯形棚替换为2.4X2.4m矿工钢梯形棚后开口掘进。

开口后严格按中腰线沿掘进方向按3。13,负坡度掘进，约92m后向下山

方向掘进切眼，调整坡度为19°。

审批人员签字:第8页共87页

附图3-K11091回风巷及切眼平面布置示意图

审批人员签字:第9页共87页

附图3-2：11091回风巷剖面示意图

11091切眼

顶：-155.3291091回风巷

顶：

底：-157.379-149.977

标局（m）底：-152.027

标局（用）

巷

废废巷

-140

-140

-150

-150

-160

-160

-170

-170

-180

图中单位除标示外均为皿

-180

审批人员签字:

第10页共87页

附图3-3：H091切眼剖面示意图

11091进风巷11091回风巷

顶：-167.409顶：-155.329

底：-169.669底：-157.379—

标高(m)标局(m)

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第二节矿压观测

一、观测对象：11091回风巷及切眼掘进巷道。

二、观测内容：巷道顶、底板移近量和两帮移近量。

三、测量工具：采用钢卷尺、皮尺或其它测量工具量测，确保使用测

量工具准确无误。

四、观测方法：巷道开口后掘进30m后，布置第一个观测点，以后每

隔20-30m,两帮各找一组测试点，观测两帮移近量，顶、底板按垂直方向

各找一组观测点，观测顶底板移近量；距工作面50m范围以内每班对观测

点观测一次，距工作面50m范围以外每周对观测点观测一次，并做好记

录，注意收集观测数据，当发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较

大值时（超过200nlm）,及时采取措施进行处理。

第三节支护设计

一、支护形式

1、临时支护

临时支护为前移式前探梁，采用4根长度3.6m的不型钢支护，一梁

两卡，应平行巷道中心线布置，交替迈步前移，并固定牢靠。放炮前应将

前探梁移至工作面最前端且距迎头不大于200mm,并褶紧褶牢。放炮后，

当顶板暴露时，应立即前移前探梁并上梁封顶，控制顶板。顶板破碎时，

要打穿枇护顶，严禁空顶作业。每次移动后，及时用木楔褶紧褶牢并挂好

防滑链。架设支架时，先利用前探梁上梁褶顶，然后再栽柱、裱褶两帮。

2、临时支护参数

前探梁控顶距Wl.2m,顶板破碎时缩小控顶距至0.6m。后端固定处外

露长度不少于200mm,前端距迎头不大于200mmo巷道内应存放满足工作

审批人员签字;第12页共87页

面需要的备用前探梁和前探梁卡。

附图3-4：回风巷掘进前探梁支护平、剖面示意图

而探梁

图中所示单位均为mm

附图3-5：切眼掘进前探梁支护平、剖面示意图

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审批人员签字:第14页共87页

二、掘进巷道支护

1、11091回风巷采用2.4X2.4m矿工钢梯形棚支护，支护材料为工

钢、塑料网、荆棍、撑杆等材料。（具体支护设计见附件一）

附图3-6：11091回风巷及切眼支护断面图（1：50）

3650

o

o

s)

1000

3600防倒器

XI

前探梁一

200-300

电缆小技

电缆

水管

巷

风智小50

道

■!'

线

200200

3600

图中所示位均为mm

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第四节支护工艺

一、施工步骤：

交接班f延长刮板输送机一打眼放炮一检查瓦斯一临时支护一出煤架

棚一清理收工。

二、支护工艺

(一)工钢棚架棚操作顺序：

(1)炮后及时移前探梁，并利用前探梁上梁，将中线延伸至架棚位

置，中线误差为0~50nlm。

(2)按巷道设计梯形棚顶、底宽，用中线分至两侧，找出柱窝位置。

(3)挖柱窝至设计深度，清到实底。

(4)立柱腿时支撑稳定。

(5)将顶梁稍实、褚紧，打紧楔子。

(6)架设两帮支架裱褶严实。

(二)11091回风巷及切眼掘进支护规格

1、11091回风巷采用2.4X2.4m矿工钢梯形棚支护，柱、梁均采用

12’或1/矿工钢，要分段、集中使用，切眼采用3.6mn型钢梁配合2.5m

单体液压支柱一梁三柱支护，矿工钢梁头应焊接牢固，支架及其构件、配

件的材质、规格强度，裱褶和充填材料的材质规格，必须符合设计要求。

坡度规、卷尺、线绳等工具必须准备齐全。

(1)回风巷巷道上宽2200mm,中线距任何一帮1100mm,巷道下宽

2

3650mm,两帮扎角均为725mm,允许误差0〜50mm,S)?=5.99m0切眼巷道

2

上下宽度均为3600mm,中线距任何一帮1800mm,S»=8.28mo

(2)回风巷巷高2050mm,切眼巷高2300mm,允许误差-30〜+50mm。

(3)回风巷施工时，支架和叉子棚柱的打设前倾后仰不能超过士

1°o切眼施工时，支架和叉子棚柱的打设每6-8。向上山方向迎1°,根据

审批人员签字;第16页共87页

现场坡度调整迎山角，不准超过设计值+1°,且不得退山。

(4)撑杆：撑杆应前后并成一条直线，打平打直，撑杆每棚6根，

撑杆直径不小于40mm,梁上两根(距梁头200mm),两帮各两根(上部撑杆

距顶200mm,下部撑杆距上部撑杆1500mm)0

(5)褶板安装：回风巷掘进，帮、顶应用塑料网(规格为2400X

1300mm),塑料网搭接为40nlm,必须用塑料网带螺旋方向穿扣打结，并扣

扣连紧，扣与扣间距不大于100mm；切眼掘进，帮、顶采用金属网(1200

X2000mm),金属网毛边搭接200mm,采用螺旋穿条连接，光边采用网丝

串连。荆棍直径不小于30nlm,回风巷顶、帮均不得少于7对荆棍，切眼顶

不少于10对，帮不少于8对。

(6)柱窝深度：柱窝深度不小于200mm，柱应栽到实底上。

(7)支架梁水平允许误差为W40mm(坡度规量度数为W2。),支架

扭距允许误差为W50mm。

(8)柱梁接口离合、错位允许误差为W5mm,梁柱对接口应加木垫。

(9)支架间距：中-中500mm,允许误差为W50mm。

(10)打叉子棚时必须挂两线(柱头和柱根位置两条线)，叉子棚梁

采用长度不小于2400mm兀型钢梁，一梁不少于三柱，单体柱穿柱鞋，单体

柱柱头打在支架梁与叉子棚梁交叉处，梁与梁接口处必须加口垫，单体柱

手把、注液阀方向一致，并挂好防倒链。

(11)若掘进期间矿压显现明显，应及时打设双排叉子棚。双排叉子

棚间距1100mm,面朝迎头左帮叉子棚中线距巷道中线650mm,右帮叉子棚

中线距巷道中线450nlm,允许误差0〜50nlm。

(12)顶板较好的情况下，允许叉子棚滞后10-15m,顶板破碎的情况

下，必须及时跟进叉子棚，并保证滞后距离不能超过10m。

审批人员签字;第17页共87页

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道施工方法：

采用爆破落煤、人工装运，刮板输送机配合皮带输送机运输。

二、施工准备：

1、由区长负责组织，技术人员对涉及本地点施工的人员贯彻本规程

及相关审批意见，经学习签名考试合格后方可下井作业。

2、施工前对施工地点压风自救装置及风水管路进行一次全面排查，

安全设施使用可靠，安设专用电话通至调度室及区队，保证线路畅通，通

话清晰。

4、提前将风、水、液压管路引至施工地点后不超过30m处，风压不

低于0.5MPa,准备好各种支护材料和所需工具。

5、施工前，必须检查所有机电设备完好，能正常运行，液压泵站乳

化液配比浓度2-3%,使用液压泵时，派专人管理。不用时，停泵开关打到

零位并上锁。

6、施工前，测量部门提前给出中、腰线，严格按中腰线施工，及时

延伸标定，紧跟掘进工作面。

施工方法：

四、

1、按爆破说明书要求的炮眼位置、个数、装药量执行，爆破出空顶

距后，前移前探梁超前护顶，再利用前探梁上梁，将中线延伸至架棚位

置，按巷道设计断面，用中线分至两侧，找出柱窝位置，挖柱窝至设计深

度，立柱腿、并支撑稳定，先将顶梁褶实，最后将支架两帮裱褶严实。

2、采用钻爆法爆破施工，架设矿工钢棚，循环进尺1.2m；当遇到地

质条件发生变化，遇软岩、断层、破碎带、应力集中区等时，缩小循环进

尺，控制控顶距为0.6m。

审批人员签字;第18页共87页

3、掘进施工过程中，由于矿压大，巷道支架变形严重，对变形支架

修理前要打好叉子棚、点柱或使用前探梁加固好前后支架，逐棚维修，并

保证退路畅通。

4、掘进期间若巷道压力大、底鼓等造成巷道高度达不到设计要求

时，要及时对巷道进行搬底，保证巷高。

第二节凿（岩）煤方式

一、掘进方式：钻爆法施工。

二、煤巷施工，钻爆、装载、运输方式

煤巷采用打眼爆破掘进，人工装煤，SGB-420/40T型刮板输送机配合

皮带输送机。

三、掘进机械、钻具的名称、型号、数量等。

附表4-1：施工设备表

序号机械、钻具名称型号数量功率kW单位备注

1局部通风机EBDYN05.0/2X5.522X5.5台备用1台

2风煤钻ZQS-45/1.6s2台备用1台

3刮板输送机SGB-420/40T540部

第三节爆破作业

一、施工前的准备工作：首先检查工作面的支护情况，随时敲帮问

顶，确认安全后，将中线延至迎头，然后由班组长根据巷道断面规格划出

巷道轮廓线，根据炮眼布置图画好眼位。

二、起爆方式：掘进时连线方式为串联，全断面一次起爆，施工过程

中班组长和放炮员可根据煤质及特殊地质条件适当减少炮眼个数及装药

审批人员签字;第19页共87页

量。

三、钻眼方法：采用风煤钻打眼。

四、爆破器材：发爆器(FD150/200)、三级煤矿许用乳化炸药(①

32mm-200g)、煤矿许用毫秒延期电雷管。

五、掏槽方式：采用楔形掏槽法。

六、装药结构：采用正向装药结构，炮眼用水炮泥和粘土炮泥封实。

七、爆破图表:

附图4-1：11091回风巷掘进炮眼布置图

图中所示单位均为mm

附表4-2：回风巷掘进爆破参数表

审批人员签字;第20页共87页

炮眼炮眼角度装药量

炮眼炮眼编抵抗炮泥长爆破顺

长眼距/m连线方式

名称号线度序

/m/m水平孔装药总装药

度/m竖直眼数/个

量/kg量/kg

左右

掏槽眼1、21.40.751.21.0100°80°0°20.40.8I串联

掏槽眼3、41.40.751.21.080。100°0°20.40.8I串联

辅助眼5、61.21.21.00.890°90°0°20.40.8II串联

帮眼7-101.20.51.11.090°90°0°40.20.811串联

顶眼11-141.20.61.11.090°90°0°40.20.8III串联

底眼15-211.240.531.00.6490°90°-17°70.64.2IV串联

合计21218.2

附图4-2：11091切眼掘进炮眼布置图

图中所示单位均为mm

附表4-3：切眼掘进爆破参数表

审批人员签字;第21页共87页

炮眼炮眼角度装药量

炮眼炮眼编抵抗炮泥长爆破顺

长眼距/m连线方式

名1称号线/m度/m序

水平孔装药总装药

度/m竖直眼数/个

量/kg量/kg

左右

掏槽眼1、21.41.01.21.0100°80°-19°20.40.8I串联

掏槽眼3、41.41.01.21.080°100°-19°20.40.8I串联

辅助眼5、61.22.01.00.890°90°-19°20.40.8II串联

帮眼7-101.20.61.00.890°90°-19°40.41.6II串联

顶眼11-171.20.51.00.890°90°-19°70.42.8III串联

底眼18-241.240.51.040.8490°90°-36°70.42.8IV串联

合计24249.6

说明：(1)顺巷打眼，正向装药，楔形掏槽，串联连线，全断面一次起

爆的爆破方式。1-4为掏槽眼，采用I段毫秒爆破，5-6为辅助眼，7-10

为帮眼，采用H段毫秒爆破。11T4为顶眼(切眼掘进11T7为顶眼)，

采用HI段毫秒爆破，15-21为底眼(切眼掘进18-24为底眼)，采用W段

毫秒爆破。

(2)炮眼采用水炮泥和黄土炮泥封实，封泥长度不得小于0.5m。工

作面有两个或两个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,岩

层中的最小抵抗线0.3m。

(3)在操作中必须严格按照爆破说明进行装药、连线，实施毫秒爆

破，最后一段延期时间不得超过130ms,顶、底板破肝时，班组长与放炮

员结合后可视情况减少装药量。

附表4-4：延期时间及段别标识表

II

段别IIIIW

名义延期时间(ms)0255075

灰红灰黄灰蓝灰白

审批人员签字;第22页共87页

段别标识

附图4-4：11091回风巷掘进连线图

审批人员签字;第23页共87页

附图4-5：11091切眼掘进连线图

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第四节装载与运输

一、装渣、运渣设备及安装位置、方式

采用人工装载，SGB-420/40T型刮板输送机运输。

二、材料及设备运输

物料运输采用矿车运输至2312上风道或一水平南大巷，人工配合绞

车运输至11091回风巷施工地点。绞车采用地锚或“四压两仓戈”固定。

附表8：装载、运输设备表

序

数运输

号

设备名称型号安装位置固定方式距离

1刮板输送机SGB-420/40T511091回风巷机头机尾打压柱或地锚200m

2回柱绞车JH-5111091回风巷地锚或四压两破50m

第五节管线敷设

一、在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应根据断面图中规

定的位置按要求吊挂牢固、整齐。风管、水管、液压管位于风筒对帮，采

用专用吊钩吊挂，间距应小于等于200mm。电话线、监控线、信号线要分

开挂设在经纬网上，应吊挂平直。风水管接口应严密，不得出现跑、冒、

滴、漏现象，风水管路应随工作面前进及时延长，以备迎头正常供风、供

水。风筒应吊挂平直，环环吊挂，不漏风，风筒出风口距迎头不超过8m,

材料工具码放整齐，挂牌管理。

（一）工作面供水管路选型：

掘进工作面用水包括冲洗积尘、转载点喷雾及防尘水幕用水等。

全部用水量：Q=lm7h0总41：（2=1.05乂1=1.051113人

审批人员签字:第25页共87页

式中：K-水量备用系数，取K=1.05

管径计算D=(4Q；/nV)1/2=(4X0.0784)/(3.14X1.0)X0.5=0.049m=49mm

式中:D一管路直径mm；Qj一计算流量m7s；V-计算流速，取1.0m/s。

11091回风巷需要直径649mm供水管路，管路承受最大内压力0.8MPa。结

合矿井实际情况选用⑦50mm壁厚为3mm无缝钢管，满足11091回风巷掘进

供水要求。

(二)供风管路选型

我矿在地面安装了三台空气压缩机，一台工作，两台备用，空气压缩

机，排气量:40m3/min排气压力：0.8MPa电动机功率:250kW电压:

6KV,目前压风机站供风量满足矿井设备及人员自救要求。主干管从地面

沿副立井铺设，然后沿一水平大巷铺设到井下各工作地点及压风自救点。

主管路：AP^lO-^LQl.85/d=0.0086MPa；长度按L=1000m考虑

支管路：△P2=1O-12LQ1.85/d=0.0275MPa；长度按L=500m考虑

则管道压力损失为E4Pi=APl+aP2=0.0361MPa

出口压力P=Pp+SAPi+O.1=0.636MPa<0.8MPa,主干管规格为6150

X6,支管为6100X4,满足要求。

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附表9：管线及电缆敷设表

数量

序号名称规格型号单位吊挂方式与工作面方式

1风筒@500mmm300细钢绳、吊环吊挂沿工作面布置

2风管①100mmm300专用吊挂钩沿工作面布置

3水管①50mmm300专用吊挂钩沿工作面布置

4液压管①25mmm300专用吊挂钩沿工作面布置

5电缆线95mm2