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贵州大学本科毕业论文（设计）第53页盛远煤矿31111（2）运输巷掘进设计摘要31111（2）运输巷在30800回风巷（东段）内西帮开门，以原30800回风巷（东段）C3#导线点往南2.5m按-8°坡度开始卧底，按方位角α=326°14′进行卧底至距离C4#导线点16m处后按平巷掘进，直至C4#导线点往北20.4m处调向；按方位角α=310°14′，坡度0°沿31100回风巷采空区边缘掘进19.1m后沿11#层顶板掘进；预计工程量814米。关键词：西帮开门；平巷掘进；工程量814米。第一章概况一、工程概况1、巷道名称：31111（2）运输巷。2、巷道用途：主要用于31111（2）工作面的运输和通风。3、巷道简述：31111（2）运输巷在30800回风巷（东段）内西帮开门，以原30800回风巷（东段）C3#导线点往南2.5m按-8°坡度开始卧底，按方位角α=326°14′进行卧底至距离C4#导线点16m处后按平巷掘进，直至C4#导线点往北20.4m处调向；按方位角α=310°14′，坡度0°沿31100回风巷采空区边缘掘进19.1m后沿11#层顶板掘进；预计工程量814米，2013年8月中旬开始掘进，预计2014年2月上旬竣工。4、31111（2）运输巷掘进供风采用2×30KW风机供风，风机安设在1770轨石门。31111（2）运输巷回风路线：31111（2）运输巷掘进迎头→31111（2）运输巷→30800回风石门→30800回风巷→1769集中回风联巷→三采回风下山→地面。5、31111（2）运输巷运输系统：综掘机（或人工扒货）→31111（2）运输巷SGW-420型刮板输送机→31111（2）运输巷胶带运输机→31111（2）运输巷吊挂式运输机→30800回风石门SGW-420型刮板输送机→三采运输下山强力皮带→三采区煤仓→地面。二、依据1、《31111（2）工作面施工设计》；2、《31111（2）运输巷掘进地质说明书》；3、《31111（2）运输巷“一通三防”安全技术措施》；4、《31111（2）运输巷供电系统》5、《煤矿安全规程》、《综掘机使用规定》及掘进相关规定及符合《煤矿安全规程》规定的相关资料。第二章地质说明书一、概况1、井巷工程名称：31111（2）运输巷2、位置：1）31111（2）工作面运输巷井下位于三采运输下山以西，原31111工作面采空区与31100工作面采空区之间，预计标高在：+1766.5-1775.5m。2）该巷地面位于何家垭口与缌落冲子之间，地貌形态为中高山山地，地形为陡坡旱地，植被不发育，地表出露地层为三迭纪上统飞仙关组灰绿色细砂岩和第四纪覆土层，地面标高在+1925～+2121.8m之间。在开采塌陷影响范围内地表无民房建筑物及重要工业设施。3、工作面周边采掘情况1）根据设计，该巷位于原三采31111工作面采空区以南，经31100工作面采空区回风巷施工。其东面为三采运输下山，南面为31100工作面采空区（开门点至548米段）及部分未开采区域，西面60.0米为老三采区回风下山，北面85-100米外为老31111工作面采空区。2）该巷从开门点至132米段，垂距往上8-10米为30800回风巷；开门点往前28米至560米段，垂距往上约43m左右为30400工作面采空区。4、工作面工程量：根据该工作面设计，运输巷设计方位角为310°14，沿11#煤层底板掘进，总工程量约814m。二、煤层、煤层顶底板情况1、煤层该工作面主要开采煤层为上二迭龙潭煤组11#煤层，俗称大栓炭，黑色或褐黑色，块状或粉状，线理至细条带结构，断口不平整，为半亮型煤。由于该巷南面5.0米为31100工作面采空区，因此根据31100工作面回风巷实际揭露情况分析，该工作面煤层结构复杂，含有4层夹矸，煤层厚度在3.2-4.10m左右，为10#煤层与11#煤层的合并层。但根据31100回风巷实际揭露情况，31111运输巷在掘进460米后往西区域，9#下分层与10#和11#煤层有逐渐合并的趋势，其煤层厚度在5.0米左右。其煤层结构为：0.5－1.2（0.1-0.2）0.5（0.04）0.1（0.03）1.2（0.05）1.0。2、根据11#煤层实际揭露情况，该煤层含3层夹矸，在煤层上部普遍发育两层高岭石泥岩夹矸，上层为细晶，下层为粗晶，厚度在0.03-0.05米左右，是11#煤层区别于其它煤层的主要标志。3、煤层走向预计在105°～120°，倾角7°～9°。4、煤层顶底板1）直接顶为灰色砂质泥岩，厚度3.0～7.0米。2）老顶为灰色钙质细砂岩，厚度0-10.0米。3）直接底板为灰色泥岩，厚度0.8-2.0米4）老底为深灰色粉砂岩，厚度1.5-2.5米。三、地质构造情况由于该巷南面5.0m为31100工作面回风巷，且两巷道均为11#煤层巷道，因此31111（2）运输巷在掘进过程中，其地质构造情况基本与31100工作面回风巷相同，无大的变化。结合31100工作面回风巷地质构造情况表明，31111（2）运输巷在开门掘进前20米段，地质构造较复杂，将受一倾向在120°，倾角在45°，落差在4.0m左右的正断层影响，过完该断层后，该巷后段地质构造较简单，不受大的地质构造影响。四、水文地质条件1、地面水文地质情况1）、该巷地面地貌形态为中高山山地，地形为陡坡旱地，植被不发育，地形、地貌对泄水十分有利。该巷地表出露地层为三迭纪上统飞仙关组灰绿色细砂岩和第四纪覆土层，地面标高在+1925～+2121.8m之间，与井下11#煤层垂直深度在150-350米之间，无河流、池塘等地表水体存在。2)、地层：该巷道开采煤层为11#煤层，其上覆地层为上二叠系龙潭组上段及三迭纪上统飞仙关组和第四纪覆土层，上二叠系龙潭组上段厚度约60m左右，主要岩性为细砂岩、粉砂岩、泥岩及球晶状菱铁质泥岩组成。三迭纪上统飞仙关组，主要由紫色、紫灰色薄至厚层状细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，以细砂岩、粉砂岩为主。据勘探资料飞仙关组单位涌水量小于0.1升/秒·米，渗透系数0.00095米/日，为弱含水层。龙潭煤组上段厚度在60m左右,其单位涌水量小于0.048升/秒·米，渗透系数0.03121～0.01038米/日，为弱含水层。综上所述表明，31111（2）运输巷地表无地表水体且上覆地层单位涌水量均小于0.1升/秒·米，无强含水层，并且地貌便于地表降雨泄水，因此在掘进过程中不受地表水及含水层影响。2、井下水文地质分析1）该巷位于老三采31111工作面采空区与31100工作面采空区之间的保护煤柱带。该巷东面为30802回风巷、31109运输联巷及三采运输下山等，根据现井下实际情况表明，30802回风巷、31109运输联巷等均无积水；南面5.0米为31100工作面采空区（开门点至548米段）及部分未开采区域，虽31100采空区中可能存在部分积水，但由于31111（2）运输巷处于31100工作面采空区北面，其巷道标高高于31100工作面开采水平，且31100工作面与31102工作面连通，其积水将流入南面的31102工作面采空区，对31111（2）运输巷掘进不会构成影响；西面50.0米为老三采区三条下山，虽存在大量积水，但与31111（2）运输巷之间存在老三采井筒保护煤柱带，对31111（2）运输巷掘进基本无影响；北面为老31111工作面采空区，现存在大量积水。但一是该巷与31111老空区中间存在85-100米的工作面保护煤柱条带，二是31111（2）回风巷现正在对采空区进行放水工作，出水无水压现象，表明积水基本放出。因此对运输巷掘进无影响。2）该巷从开门点至132米段，垂距往上8-10米为30800回风巷；开门点往前28米至560米段，垂距往上约43m左右为30400工作面采空区。但由于两工作面下部的11#煤层已回采，因此两工作面采空区中不存在积水现象，且31111（2）运输巷处于两工作面投影下紧靠回风巷区域，该区域位于两工作面标高较高部分。因此31111（2）运输巷也不受顶部采空积水影响。3）根据设计，该区域主要地质构造主要集中在该巷开门前20米段，后地质构造较简单，不受大的地质构造影响，通过31100回风巷和30800回风巷对该断层实际揭露情况表明，该断层无水，因此该巷不受断层裂隙积水影响。五、影响掘进的其它因素1、瓦斯：据勘探和重庆煤科院鉴定资料，该煤层原始瓦斯含量为15.87m3/t，为煤与瓦斯突出煤层。1）由于该巷开门至548米段紧靠31100工作面采空区回风巷，在31100工作面回风巷掘进过程中，对巷道两帮瓦斯进行了超前抽放，故31111（2）运输巷瓦斯得到了一定的释放。2）该巷从开门点至548米段紧靠31100回风巷掘进，549至594米段为未解放区域，595至814米段为30207工作面解放区。2、煤尘：据2003年9月煤炭科学研究总院重庆分院煤尘爆炸性鉴定报告：11#煤层有煤尘爆炸性危险。3、煤层自燃倾向等级：据2003年8月煤炭科学研究总院重庆分院煤炭自燃倾向等级鉴定报告：11#煤层自燃倾向等级为Ⅲ类，为不易自燃煤层。六、建议1、由于该巷南面5.0米为31100采空区，掘进过程中，严格按中腰线掘进。2、由于该巷南面5.0米为31100工作面采空区，且煤层为10#与11#煤层合并层，煤层较厚，因此在掘进过程中加强顶板支护管理工作，特别是巷道靠近南帮区域。3、由于该巷煤层较厚，且为11#煤层，因此掘进过程中加强对巷道北面煤层瓦斯的抽放工作。第三章施工方法及作业方式一、施工方法31111（2）运输巷采用综掘机掘进或钻眼爆破掘进，全断面一次成巷。31111（2）运输巷施工钻场期间采用钻眼爆破或综掘机掘进，全断面一次成巷。二、作业方式1、钻眼爆破掘进：掘支单行作业。2、综掘机掘进时：桥式皮带往迎头段掘支交叉；桥式皮带段掘支平行作业。3、31111（2）运输巷开门前，先在开门点位置按间距2m，施工3棵6m长、直径为21.6mm的锚索对顶板进行加强支护。4、钻场开门前沿巷道中线按间距3m，施工3棵6m长、直径为21.6mm的锚索对顶板进行加强支护。第四章掘进一、掘进巷道断面尺寸1、31111（2）运输巷为倒梯形断面，其规格尺寸：B掘=4.20m，H掘=2.6m，S掘=10.92㎡；B净=4.00m，H净=2.5m，S净=10.0㎡；其水沟规格为：上底0.5m，下底0.3m，高0.3m呈倒梯形，巷道内运输设备铺设在巷道中心往西0.5m位置，风水管、瓦斯管布置在巷道北帮；风筒、放炮线布置在巷道南帮；动力电缆、监控线布置在巷道顶板上；风筒距底板1.7m、压风管距底板1m、水管距底板0.8m、瓦斯管距底板0.3m。2、若巷道南帮影响行人，或抬运物件，经相关领导及业务科室研究商讨同意后，可按照《煤矿安全规程》规定将风筒、电缆、风水管吊挂改至相应巷帮，吊挂必须整齐。二、巷道支护形式1、支护选型31111（2）运输巷采用1.4m×0.9m钢筋网、3.5m“W”型钢带、2.5m左旋式无纵筋锚杆配合Φ（直径）=21.6mm，6m锚索配合钢筋网对顶板进行支护。根据水矿发关于印发《煤矿掘进（巷修）、支护管理规定》要求计算锚杆长度和间排距。1）锚杆长度L：L≥L1+L2+L3式中：L—锚杆总长度mL1—锚杆外露长度取0.05mL2—有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆煤帮破碎深度较大值）L3—锚杆锚入稳定层内深度取0.6mL2=[B/2+Htan（45°－w/2）]/fL2=[4.2/2+2.6tan（45°－75°/2）]/2L2=1.48mL=0.05+1.48+0.6=2.13mB——巷道掘进跨（宽）度为4.2mH——巷道掘进高度为2.6mW——围岩（煤体）的摩擦角（75°）f——岩石普氏系数取2.0选用锚杆长度≥计算的L方能符合设计要求，2.5m＞2.13m，故选用2.5m的锚杆支护时符合设计要求的。2）锚杆间距：L=N（1.1+B/10）L=1.5（1.1+4.2/10）L=2.28式中：B—巷道跨度4.2mN—围岩稳定系数ⅴ类围岩系数一般取1.5锚杆间排距：D≤0.5L0.8<1.215，1.0＜1.14，由以上计算可知，选取Φ22mm、L=2.5m锚杆支护顶板；锚杆间排距均为0.8m×1.0m，是完全符合要求的。3）锚索长度计算：(锚索直径按21.6的计算）L=La+Lb+Lc+Ld=1.9116+2+0.1+0.3=4.3116m式中：L-锚索长度，m；La-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，1.9116m;Lb-需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2m;Lc-上托盘及锚具的厚度，取0.1m;Ld-锚索外露长度，取0.3m。按GBJ213-90要求，锚索锚固长度La按下式确定：La≥K（d1fa/4fc)≥2×(21.6×1770÷4÷10)=1.9116m式中：K-安全系数，一般取2；d1-锚索钢绞线直径，21.6mm；fa-钢绞线抗拉强度，取1770n/mm2；fc-锚索与锚固剂的粘合强度，取10n/mm2通过计算得数为4.3116m，所以施工时取6.0m锚索完全可以达到要求。锚索间排距的确定：L=nF2/［BHγ-(2F1sinθ)/L1］式中：L—锚索排距，m；B—巷道最大冒落宽度，4.2m；H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.5米；γ—岩体容重，取26.5

KN/m3

；L1—锚杆排距，1.0米；F1—锚杆锚固力，取70

KN；F2—单根锚索的极限破断力，取260KN；θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，90°；n—锚索排数，取2；L=nF2/［BHγ-(2F1sinθ)/L1=2×260/[4.2×2.5×26.5-(2×70×sin90°)/1]=3.76m故：锚索间排距只要小于3.764m即符合要求考虑巷道宽度，间距取2.0米，排距取2.0米，符合理论计算要求。2、顶板支护31111（2）运输巷巷道顶板支护采用1.4m×0.9m钢筋网、4.2m“W”型钢带、2.5m左旋式无纵筋锚杆配合Φ（直径）=21.6mm，6m锚索配合钢筋网对顶板进行支护，锚杆间排距为0.8m×1.0m，锚索间排距为2m×2m，肩窝处所施工锚杆与岩面的夹角≥90°，巷道中间所施工锚杆与岩面保持垂直，锚杆使用3节以上的树脂锚固剂，锚索使用5节以上的树脂锚固剂，锚杆外露长度≤50mm，锚索外露长度50mm≤L≤150mm。网与网连接必须牢固可靠，且紧贴岩面，不得出现兜网、漏网、脱网现象。3、巷帮支护巷帮支护采用Φ22mm、L=2.5m左旋式无纵筋锚杆配合1.4m×0.9m钢筋网对巷道两帮进行支护；帮锚杆间排距：1.5m×1.5m；帮锚杆不得滞后迎头20m。4、从31111（2）运输巷开门点至132段及遇顶板破碎带，使用锚网支护不能满足支护要求时，采用架设“T”型棚的方式进行支护。5、临时支护1）炮掘时：31111（2）运输巷掘进迎头临时支护采用3根4.0m长的花边钢梁作前探梁均匀布置支护顶板，并保证“一梁三环”齐全有效，前探梁与顶板之间必须用方木接实。岩层巷道或顶板破碎不能正常使用前探梁时，掘进迎头采用3棵长度适宜，且φ≥150mm的木点柱按1m间距布置在巷道迎头作临时支护。2）综掘时：31111（2）运输巷采用一块3.5米的钢带上施工3棵锚杆配合1.4米×0.9米的钢筋网作临时支护。施工临时锚杆时，必须交替施工。掘进方式：3）工艺流程：安全检查（将永久锚杆按照要求施工到位）→延伸溜子→打眼放炮（或综掘机掘进）→临时支护→出煤、备料→挂网→上钢带→钻孔→清孔→安装树脂药卷和锚杆（锚索）→搅拌树脂药卷，等待1分钟左右，拧紧螺母（拉紧锚索）→安装其它帮锚杆→验收合格后进入下一循环。①安检：对工作面的支护情况、瓦斯、通风进行检查，无异常后方可允许施工。②延伸溜子：将溜子延伸至掘进迎头。③打眼放炮：按规定程序及巷道设计断面尺寸打眼装药，或使用综掘机将巷道掘进至标准（巷道设计断面尺寸）。4）临时支护：①炮掘时：31111（2）运输巷掘进迎头临时支护采用3根4.0m长的花边钢梁作前探梁均匀布置支护顶板，并保证“一梁三环”齐全有效，前探梁与顶板之间必须用方木接实。岩层巷道或顶板破碎不能正常使用前探梁时，掘进迎头采用3棵长度适宜，且φ≥150mm的木点柱按1m间距布置在巷道迎头作临时支护。②综掘时：31111（2）运输巷采用一块3.5米的钢带上施工3棵锚杆配合1.4米×0.9米的钢筋网作临时支护。施工临时锚杆时，必须交替施工.5）施工顶锚杆、锚索：用专用工具量取距离后，首先打设中部顶锚杆，然后打设其他顶锚杆及锚索，并联好顶网。6）标定帮锚杆位置：上W钢带，打设帮锚杆；正规循环作业时，固定中部顶锚杆后，打帮、顶锚杆、锚索可平行作业。7）施工锚索：上托盘涨拉锚索至规定要求，锚索紧跟工作面。8）对工程质量进行全面检查，合格后进行下一循环。6、顶锚杆安装1）验收员标定锚杆眼位时，应在临时支护下，迅速标定眼位，然后撤离，打锚杆作业时，钻机操作工必须站在永久支护下，正面对煤墙作业，同时由跟班、安全员负责监护顶帮状况，其他人员严禁进入临时支护下。2）锚杆孔采用MQT130单体风动锚杆机完成。先用1.5m的短钻杆，后换2.5m的长钻杆，采用Ф=27mm钻头。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢带孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为2.4m、Ф=27mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。3）站在工作平台上，放入树脂药卷。锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。7、锚索安装1）钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）3-5cm。2）钻孔打好后，轻轻将选定的锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。3）用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推入预定位置为止。4）将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时钻机推力要最大。锚固剂搅拌时间为25--30秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。5）锚固剂搅拌完毕后15—20分钟后，用锚索涨拉器拉紧锚索，锚索预应力要达到15吨。锚索外露长度要控制在50mm-150mm之间.8、出货1）用铁铲或综掘机配合铁铲将货运上刮板输送机进行出货2）扒装及运输工艺流程：31111（2）运输巷爆破段扒装工艺流程：综掘机（或人工扒货）→31111（2）运输巷SGW-420型刮板输送机→31111（2）运输巷胶带运输机→31111（2）运输巷吊挂式运输机→30800回风石门SGW-420型刮板输送机→三采运输下山强力皮带→三采区煤仓→地面。三、爆破掘进1、打眼工具的选择选用MZ—1.2kw煤电钻及YT-23（原名7655型）气腿式凿岩机、2.5m煤电钻钎子及2.5m风钻钎子进行打眼，钻头直径不得大于36mm。2、爆破炸药和雷管的选择选用乳胶炸药，电雷管选用在130ms以内的毫秒延期电雷管，不允许跳段使用电雷管。3、起爆电流的核准和放炮器的选择起爆电流的核准和放炮器的选择起爆电流的计算：根据规定，电雷管（康铜桥丝）直流电“准爆”电流为2A。每个电雷管的电阻为5Ω，为保证串联电雷管群爆，必须满足下列要求：I＝E/NR+R0≥I0公式：E≥（NR+R0）×I0＝（44×5+10）×2＝460VI0—准爆电流单位：安培；E--放炮电源电压单位：VN—电雷管总个数；R—每一个电雷管电阻单位：欧姆R0—放炮电源和母线电阻单位：欧姆I—通电电流值单位：安培通过以上公式计算，放炮器的最小电源电压≥460V，故选用MFB—100型放炮器，发爆能力为100发，允许最大外电阻620Ω，电压1800V。放炮器的选择验算：根据公式I＝E/（NR+R0）≥I0＝1800/（44×5+10）＝7.83＞2A故准爆4、炮眼布置及爆破说明书①巷道中部施工2排4个掏槽眼。②起爆顺序：掏槽眼Ⅰ段，辅助眼Ⅱ段，内外周边眼Ⅲ段。③全断面一次装药，一次起爆。第五章正规循环作业图表、劳动组织配备表和主要技术经济指标表一、正规循环作业图表二、劳动组织图表三、主要经济技术指标（综掘段）序号指标名称单位数量序号指示名称单位数量1净断面m210.007循环进尺m2.72掘进断面m210.928日循环数个33净宽m4.09日进尺m8.14掘宽m4.210月进尺m2435净高m2.5011顶锚杆间、排距0.8m×1.0m6掘高m2.6012第六章通风、瓦斯、防尘和防灭火一、通风管理1、需要风量计算按瓦斯涌出量计算1）31111（2）运输巷为沿11#煤层顶板掘进，根据31111（2）运输巷掘进期间的瓦斯涌出量分析，预计31111（2）运输巷在掘进过程中的最大瓦斯涌出量为1.9m3/min(若在掘进时的实际瓦斯涌出量相差较大，必须及时对掘进工作面的实际需要风量进行修改)，因此31111（2）运输巷实际需要风量为：Q=100qK/CQ=100×1.9×1.5÷0.8=356m3/min式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；q—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；k—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.5；C—掘进工作面回风流中的最高允许瓦斯浓度，0.8%。2）31111（2）运输巷掘进期间按最多工作人数计算：Q=4N=4×9=36m3/min式中：Q—31111（2）运输巷的实际需要风量；N—31111（2）运输巷最多工作人数9人；根据以上计算，31111（2）运输巷按瓦斯涌出量配风，故31111（2）运输巷实际配风量为356m3/min以上。3）风速验算：31111（2）运输巷的设计巷道净断面为10.73m2，对31111（2）运输巷中的风速进行验算为：V=356÷60÷11.68=0.55m/s,0.25m/s＜0.55m/s＜4m/s验算结果符合《煤矿安全规程》规定。4）安装局部通风机地点必须保证在经局部通风机吸入风量后，通过局部通风机安装巷道的风速不得低于0.25m/s。2、局部通风机的选型计算：1）通风阻力计算：掘进工作面供风阻力为风筒的通风阻力与风从工作面迎头回出来所受到的阻力之和。①巷道通风阻力计算：R总=R30800+R31111R30800=（α×L×P/S3）×K=（0.003×107×13.82/11.053）×1.2=0.0039R井筒－风筒的阻力，N×s2÷m8；α－摩擦阻力系数0.003L－巷道长度107mP－巷道周长13.82mS－巷道的净断面11.05m2K－风压系数，包括局部阻力等因素，取1.2。R31111=（α×L×P/S3）×K=（0.003×814×13.62/10.733）×1.2=0.0323R31111－风筒的阻力，N×s2÷m8；α－摩擦阻力系数0.003L－巷道设计长度814mP－巷道周长13.62mS－巷道的净断面10.73m2K－风压系数，包括局部阻力等因素，取1.2。R总=R30800+R31111=0.0039+0.0323=0.0362N×s2÷m82）风筒通风阻力计算局部通风机最大供风距离计算（1770轨石门→31111（2）运输巷计算）：L=l30800+L31111=107+814=921m采用φ800*10m抗静电阻燃柔性风筒向工作面通风，工作面有效风量按356m3/min进行计算。3）风筒风阻计算风筒接头的采用钢圈捆扎接法。风筒的风阻包括摩擦风阻与接头、拐弯等局部阻力。①沿程摩檫阻力计算R摩=6.5×α×L/D5=6.5×0.0029×921/0.8=21.70R摩－风筒的沿程摩擦阻力，N×s2÷m8；α－风筒的摩擦阻力系数，取0.0029Kg.S2/m4；L－风筒全长，取921m；D－风筒直径，取0.8m；②接头局部风阻计算R接=n×ξ×γ/（2×g×S2）=92×0.09×1.2/（2×9.8×0.5022）=2.01N×s2÷m8R接－风筒接头风阻，N×s2÷m8；ξ－与其相对应的局部阻力系数，取0.09Kg.S2/m4；n－接头个数，取92；γ－空气相对密度，取1.2kg/m3；S－风筒断面，取0.502m2；g－重力加速度，9.8m/s2；③弯头局部阻力计算R弯=n×ξ×γ/（2×g×S2）=1×1.25×1.2/（2×9.8×0.5022）=0.303N×s2÷m8R弯－风筒弯头风阻N×s2÷m8ξ－与其相对应的弯头局部阻力系数，取1.25Kg.S2/m4；n－弯头个数1个；γ－空气相对密度1.2kg/m3S－风筒断面0.502m2g－重力加速度9.8m/s2④出口阻力计算R出＝0.818×γ/g×D4＝0.818×1.2/9.8×0.8＝0.244Kg.S2/m4R出－出口阻力N.S2/m8γ－空气相对密度1.2kg/m3g－重力加速度9.8m/s2D－风筒直径0.8m风筒总阻力为：R总风筒＝R摩＋R接＋R弯+R出＝21.70＋2.01＋0.303＋0.244＝24.257N.S2/m8通风总阻力为：R总＝R巷道＋R总风筒＝0.0362＋24.257＝24.2932N.S2/m84）局部通风机的实际需要风量计算Q局=1.35Q掘=1.35×356=480m3/min式中：Q掘—掘进工作面需要的风量，取最大值，356/min；1.35—风筒最大漏风率35％时的系统。5）压入式局扇的工作风压计算H局扇全压＝R总×Q局2＝24.257×(480/60)2＝1552Pa6）局扇选择经查选用选用2台FBDNo6.32×30kw对旋局部通风机(一台备用)，其全压范围是111pa-6000pa，风量范围是400m3/min-630m3/min，配1趟φ800mm胶质风筒，能够满足施工要求。3、局部通风机的电源必须实行“三专（专用变压器、专用开关、专用电缆）”。该风机必须使用双风机双电源,且能自动切换。4、为保证局部通风机正常运转，局部通风机由瓦检员代管，施工单位的电工负责维护，严禁任何人随意开停局部通风机。5、局部通风机上必须安装开停传感器，监测31111（2）运输巷局部通风机的开停状态。6、因31111（2）运输巷为煤巷掘进，风筒出口距工作面的距离不得大于5m，且不小于2m；如遇到断层沿半煤岩巷掘进时，风筒出口距工作面的距离不得大于8m、且不得小于3m。7、风筒必须做到平、直、稳，逢环必挂，拐弯处要设弯头，严禁拐死弯；异径风筒连接要用过渡节，风筒接头必须用铁丝捆扎，并且必须捆扎牢固，防止风筒脱节，接头必须双反边；风筒出现破洞时必须及时修补。8、更换风筒注意事项：1）、更换风筒前，先检查一遍各钻场及巷道内瓦斯情况，只有正常时方可更换，更换风筒需停止局部通风机运转时，必须先编制更换风筒安全技术措施报矿总工程师批准后，按措施规定的时间请示矿调度室；2）、在迎头20m往后段更换风筒前，应先将要替换的风筒排好且吊挂平直，然后请示矿调度室，并将工作面及巷道中的人员撤出（换风筒人员除外），并与迎头班组长一起验电，确认巷道中的电源全部切断，汇报矿调度，得到允许后，方可更换风筒；3）、更换风筒前必须作好停电、撤人、设岗工作，并将风机风量调小后进行风筒更换；4）、更换迎头20m段风筒时，必须停止掘进工作面的所有工作，并将施工人员全部撤到迎头20m外的巷道中，风筒工必须先将要更换的风筒提前吊挂好，再进行迎头风筒的更换工作；5）、更换时速度要快，尽可能缩短更换时间，避免瓦斯超限。更换过程中瓦斯检查员必须随时检查掘进工作面及回风流的瓦斯，若回风流瓦斯浓度超过0.8%时，必须立即增大供风量，当瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可进行更换工作，更换风筒严禁瓦斯超限。9、若因停电、检修等原因造成局部通风机停止运转时，必须立即将所有工作人员撤到全负压进风流中，并切断电源，设置栅栏，揭示警标，严禁人员入内。恢复通风前，必须先检查停风巷道中瓦斯浓度，只有瓦斯浓度不超过0.8%，CO2浓度不超过1.5%，且要检查局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。10、测风员定期对局部通风机风量进行检查，杜绝局部通风机吸循环风。11、在迎头作业时，严禁拆开风筒；在运送材料过程中，不准硬碰硬撞风筒，严禁物料挤压和随意破坏风筒；不准在风筒上乱写乱画。12、若需在工作面后方风筒经过地点改变支护或修复巷道时，必须用皮带等保护好风袋，若需放炮时，必须在放炮地点20m范围内打上稳固的木点柱挂上旧皮带对风筒进行保护，保护措施不到位不准作业。13、掘进工作面放炮前必须对迎头20m范围内的风筒进行保护和加固，若因放炮、片帮、冒顶等原因造成风筒脱节或掩埋时，现场施工人员必须配合瓦检员及时将风筒处理好，尽量避免瓦斯超限。若瓦斯超过规定，则按第9条的规定执行。14、巷道中的浮货施工单位必须及时清理运走，严禁堵塞巷道通风断面的1/3及以上。15、每周必须进行两次瓦斯、风电闭锁管理，做到掘进巷道瓦斯超限或局部通风机停止运转时立即切断掘进工作面及巷道中全部非本质安全型电气设备电源。16、主风机停止运转时，备用风机必须能正常启动，风机自动切换必须灵敏可靠。17、通风工区瓦检员和施工单位电工在每天试检漏时必须对局部通风机的自动切换功能进行检查，发现不能自动切换时，必须及时进行处理。18、掘进单位电工，必须加强对电气设备进行检查，杜绝电气设备失爆，机运科负责监督。二、瓦斯管理1、加强31111（2）运输巷瓦斯检查，当掘进工作面风流中的瓦斯浓度达到和超过0.8%时，必须停止打眼、放炮；当工作面风流中瓦斯浓度达到和超过1.0%、或回风流中瓦斯浓度达到和超过0.8%，二氧化碳浓度达1.5%时,必须立即撤出人员、切断电源，设置栅栏，揭示警标，并采取措施，进行处理。瓦斯超限撤人范围：当31111（2）运输巷中的瓦斯超过规定时，将31111（2）运输巷回风系统内的全部人员撤至30800回风联巷开门点处，并在此处设1#岗，阻止人员进入31111（2）运输巷及30800回风联巷内。瓦斯超限停电范围：当31111（2）运输巷中的瓦斯超过规定时，由施工单位在1770变电所将31111（2）运输巷回风系统内所有非本质安全电源切断。停电方法：由施工单位通知矿调度室，然后在1770变电所停电。2、加强高顶和高冒区域的瓦斯检查，发现局部积聚瓦斯浓度大于0.8%时必须及时进行处理，若积聚瓦斯达到和超过1.0%、体积大于或等于0.5m3时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，汇报矿调度室及通风调度室，并在通风值班干部的指挥下，采取措施进行处理。3、因停电、检修等原因造成局部通风机停风时，在恢复通风前，除严格按本措施通风管理的第9条有关规定外，还必须执行以下规定：停风巷道中瓦斯浓度超过0.8%，但小于3%时，由通风工区采取措施组织排放；若超过3%时，由通风工区编制专门排放措施，由救护队进行排放。排放过程中必须采取措施，控制风流排放瓦斯，排放瓦斯过程中，必须确保排出的瓦斯浓度在全风压风流第一汇合处不超1.5%（具体内容在排放瓦斯措施中另行编写）。三、防尘管理1、必须完善防尘供水管路，防尘、防灭火管路共用，地面水池水量不得小于200m3，净化水幕的水压不得小于1.5Mpa。2、在掘进巷道开门口处的防尘管路上先设置一个三通，并设闸阀控制，然后巷道中每隔50m必须设置一个三通闸阀，以便对巷道中的粉尘进行冲洗。3、各转载点必须安装喷雾，在出货过程中，若煤（岩）干燥时，必须打开喷雾降尘，否则严禁开启运输机。4、掘进工作面30m范围内和巷道回风口必须各安装一组全断面净化水幕，并能覆盖巷道全断面，长距离巷道中每隔100m安装一组，放炮过程中，必须打开净化水幕，若施工单位不打开净化水幕严禁放炮作业。5、开门口至迎头段粉尘由施工单位进行管理。在放炮前后必须对迎头50m范围内的粉尘进行一次冲洗，对放炮下来的浮货进行浇湿，其它巷道根据现场瓦斯检查员的要求随时进行冲洗，严禁粉尘堆积。6、必须采用湿式打眼，装药时每孔至少要装2节水炮泥，其余部分用黄泥填满。7、31111（2）运输巷掘进期间，必须在距工作面50-200m范围的巷道内安装一组隔爆水棚，水棚的安装位置，间排距为2m，棚区长度不得少于20m，水量不得少于2400L，由通风工区负责安装，水袋个数和水量必须符合要求。每天必须对水棚进行检查维护，确保水袋的水质和水量。8、31111（2）运输巷在使用综掘机掘进作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。四、防灭火措施1、开门前，防灭火管路系统应健全且到位，防灭火系统与防尘系统共用管路。2、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。3、凡是巷道中使用的润滑油、机油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，并由施工单位指定专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。4、加强电气设备管理，防止漏油。掘进巷道中不准存放汽油、煤油、和变压器油等。严禁将剩油、废油泼洒在巷道中。5、皮带机机头必须备有2—4个灭火器材、沙箱等灭火器材，且质量符合要求.并按规定时间进行更换，严禁使用过期的灭火器作为备用灭火器材。6、严禁采用易燃性材料搭设临时操作台、休息间。7、按防突管理，采用远距离放炮，放炮线严禁有明节头，在放炮时除加强工作面的“一炮三检查”外，还必须加强钻场瓦斯检查，严禁瓦斯超限放炮。8、若因放炮线原因放炮不起爆在检查放炮线时，必须将放炮线回收到全负压通风的巷道内检查，且加强瓦斯检查，严禁瓦斯超限作业。严禁采用短路法检查放炮线。9、对煤层漏风通道，采用喷涂砂浆、注阻化剂、注白泥、煤体加固等防火技术进行处理。10、巷道在掘进过程中穿过老巷道后必须定期测定过老巷处的CO；巷道冒顶时，若遇煤层必须在处理高顶时采用充填、封闭并注阻化剂，加强对CO的检查，发现问题及时汇报，并采取措施进行处理。11、发现巷道火灾时，应视火灾性质和通风瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势并迅速报告矿调度室，按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。12、电气设备着火时，应先切断电源再进行灭火工作，在电源未切断前只准使用不导电的灭火器材进行灭火。13、救灾人员在灭火过程中必须指定专人检查瓦斯、CO等有害气体以及风流和风量的变化情况，并采取防止瓦斯煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。14、发生火灾时严格按《31111（2）运输巷掘进作业规程》中的避灾路线执行。五、防突管理1、区域突出危险性预测31111（2）运输巷沿11#煤层顶板掘进，根据盛远煤矿《十一煤层瓦斯地质图》，该掘进区域的煤层原始瓦斯含量为15—17m3/t、原始瓦斯压力为1.0—1.2Mpa，根据《防治煤与瓦斯突出管理规定》及集团公司的规定，瓦斯含量W3大于7m3/t、瓦斯压力大于0.74Mpa。因此在进行掘进作业时必须严格执行“四位一体”的防突措施，并采取区域防突措施为主，局部防突措施为辅的综合防突措施。2、区域防突措施1）开采保护层：31111（2）运输巷从开门点往西135m段巷道下帮及掘进巷道处在30800采空区的保护范围内；31111（2）运输巷从开门点以西70m段至549m段处在30400采空区的保护范围内，见《31111（2）运输巷保护层开采成果图》。2）顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯：未开采保护层的在巷道两帮及迎头施工顺层钻孔对掘进前方煤巷条带瓦斯进行预抽，钻孔长度为70m，钻孔必须始终超前于迎头20m，并控制到巷道两帮轮廓线外15m的范围。3）根据《防治煤与瓦斯突出管理规定》的规定，采空区在倾斜方向上15m处在卸压范围内，且原31100回风巷掘进期间，已经施工超前抽放钻孔对巷道北帮15m范围内的煤体瓦斯进行了抽放；因31111（2）运输巷距31100回风巷北帮5m；所以31111（2）运输巷从开门点往西546m处在31100采空区的卸压范围内。3、区域措施效果检验1）处在保护范围内：处在保护范围内：在迎头施工3颗取芯钻并取不少于3颗煤样，然后使用重庆煤科院制造的DGC瓦斯含量测定装置来测定煤样中的残余瓦斯含量，只有所有的煤样测定值都小于7m3/t（集团公司规定）时，所采取的区域防突措施有效；当测得的煤层残余瓦斯含量等于或大于7m3/t时，该检验区域为有突出危险区域，区域防突措施无效，必须继续采取补充区域防突措施，直至有效为止。2）未处在保护范围内：通过统计瓦斯抽放量，并计算煤体残余瓦斯含量，只有通过计算煤体残余瓦斯含量W3小于7m3/t后，再在迎头施工3颗取芯钻并取不少于3颗煤样。然后使用重庆煤科院制造的DGC瓦斯含量测定装置来测定煤样中的残余瓦斯含量，只有所有的煤样测定值都小于7m3/t（集团公司规定）时，所采取的区域防突措施有效；当计算或测得的煤层残余瓦斯含量等于或大于7m3/t时，该检验区域为有突出危险区域，区域防突措施无效，必须继续采取补充区域防突措施，直至有效为止。4、区域验证采用钻屑瓦斯解吸指标法连续进行区域验证；只有验证参数（钻屑瓦斯解吸指标K1值及钻屑量）都符合要求时，采取安全防护措施后方能掘进。验证方法为：采用¢42mm的麻花钎子，在掘进工作面施工3个深为8m的验证钻孔，其中一个验证钻孔布置于工作面中部，并平行于掘进方向，另外两个钻孔布置在工作面两边，距帮0.5m处，终孔点位于巷道轮廓线外2m范围，钻孔每打1m测定一次钻屑量，每打2m测定一次钻屑解吸指标K1值，只有3个验证孔都测得钻屑解吸指标K1值小于0.5mL/g.min1/2、钻屑Smax小于6kg/m时，验证为无突出危险。5、局部综合防突措施1）掘进工作面突出危险性预测当区域验证K1值大于0.5mL/g.min1/2、钻屑量Smax值大于6kg/m时，证明区域防突措施无效，该掘进工作面有突出危险性，必须采取局部防突措施。2）掘进工作面防突措施当31111（2）运输巷掘进工作面突出危险性预测为突出危险时，必须采取局部防突措施，即在巷道两帮钻场及迎头施工抽放钻孔对掘进前方的煤体瓦斯进行抽放，所施工的钻孔必须控制到巷道轮廓线外大于5m的范围内，钻孔必须始终超前于掘进工作面（迎头）10米以上。在采取以上局部防突措施并经工作面防突措施效果检验符合要求，采取安全防护措施后，方可按无突出危险进行作业。3）掘进工作面措施效果检验①、31111（2）运输巷在采取工作面局部防突措施经抽放达到要求后，再采取工作面防突措施效果检验，采用¢42mm的麻花钎子，施工3个深为8m的检验钻孔，检验钻孔中间一个钻孔布置于工作面中部，并平行于掘进方向，另外两个钻孔布置在工作面两边，距帮0.5m处，终孔点位于巷道轮廓线外2m范围，测定迎头前方煤层的钻屑瓦斯解析指标K1值和钻屑量，钻孔每打1m测定一次钻屑量，每打2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。只有钻屑瓦斯解析指标K1值小于0.5mL/g.min1/2、钻屑量Smax值小于6kg/m时，采取安全防护措施后方可掘进作业。若K1值大于等于0.5mL/g.min1/2、钻屑量大于6kg/m时，该工作面还具有突出危险性，必须继续采取局部防突措施，并再进行局部防突措施效果检验有效后方可进行掘进。②、在掘进过程中，必须随时了解、收集工作面及实施措施后的相关情况、突出预兆等。当掘进工作面出现下列情况之一时：A.炮后瓦斯超过1.5%；B.瓦斯超过规定30min降不到正常值以下；C.瓦斯涌出量达到3m3/min以上；D.当K1值大于等于0.5mL/g.min1/2、钻屑量大于6kg/m时；E.施工瓦斯抽放钻孔及炮眼孔时，有喷孔、卡钻和顶钻现象等。则说明局部防突措施无效，必须停头采取施工抽放孔等补充防突措施对掘进前方煤体瓦斯进行抽采，当抽采各项指标达到要求后，并再进行局部防突效果检验，只有K1值和钻屑量均符合要求后，采取安全防护措施后方可掘进。③、在掘进过程中，必须严格按总工程师批示的允掘距离掘进，并用导线点控制好掘进距离。每一个循环掘进中，迎头必须留有2m投影孔深的效果检验孔超前距，此项工作由施工单位进行控制。当允掘距离接近或达到2m的安全距离时，由施工单位汇报矿调度室，由矿调度室通知通风工区安排人员进行下一循环的防突措施效果检验，施工单位必须做好配合工作。④、通风工区根据防突措施效果检验情况，及时填写好突出煤层掘进工作面防突管理牌板和下发由总工程师批示的防突措施效果检验报告单，现场安检员、瓦检员必须严格按总工程师批示的防突效检允掘距离进行监督控制，严禁超掘。六、安全防护措施1、31111（2）运输巷放炮撤人范围：将31111（2）运输巷、30800回风石门、30800回风巷、1770轨石门、1769集中回风联巷、31111回风联巷、三采回风下山等放炮影响区域内的所有人员撤至警戒区域以外的安全地点。2、31111（2）运输巷放炮期间岗哨G1岗：1770轨石门与1770材料库交叉口，职责：阻止人员进入警戒区域，此岗兼起爆点。G2岗：30800回风巷风门进风侧，职责：阻止人员进入警戒区域。G3岗：31109联巷与31111回风联巷交叉口往处，职责：阻止人员进入警戒区域。3、31111（2）运输巷放炮期间撤人顺序：当31111（2）运输巷装药到一半时，由副班排长带领4人沿31111（2）运输巷撤人至30800回风石门口与30800回风巷交叉位置设置1#临时岗（此岗职责：阻止人员进入30800回风石门、31111（2）运输巷），副班排长带领剩余3人撤人至1770轨石门设置1#岗位置，设置1#岗；副班排长带领剩余2人沿1770轨石门返回1#临时岗，撤人至30800回风巷风门进风侧，设置2#岗，副班排长带领剩余1人沿30800回风巷返回1#临时岗，沿1769集中回风巷撤人至31109联巷与31111联巷交叉口处设置3#岗，副班排长沿原路返回1#临时岗，一并进入31111（2）运输巷待装药连线完毕，将全部人员撤至1#岗，经安检员、瓦检员确认撤人完毕，汇报调度室，停电到位，确认各项安全工作到位后，方可进行连线放炮。注：三采一横川风门上锁、1769集中回风巷（打上栅栏）、地面人行小通道道口和炸药库通道等地点的风门已被钉死、栅栏已被上锁，故不需设岗，但每次放炮前必须由安检员和施工单位排一名人员对栅栏的完好情况及风门上锁情况进行检查，只有确认栅栏和风门上锁且无人进入该区域方可允许通知放炮。地面人行通道口的风门的上锁由机电工区管理，如有人需进入三采回风下山栅栏内工作时，必须请示矿调度室，只有得到矿调度室的同意，且在未进行放炮作业时，方可进入。如栅栏或风门未上锁则相应增设岗哨。31111（2）运输巷掘进放炮期间的具体停电地点、控制线路、停电单位及停电方法。停电地点：1770变电所；停电范围：31111（2）运输巷动力电源，30800回风巷及1679集中回风巷动力电源。停电单位：施工单位。停电方法：由当班瓦检员及安检员打电话通知调度室，再由调度室联系施工单位停电。停送电期间，严格执行“专人联系停送电”制度，当班班排长、瓦检员一起进行验电工作，只有经验电确认停电后，方可进行放炮作业。（在停电期间必须由施工单位排一名专职人员守开关，且挂牌管理）注：三采一横川、三采炸药库回风侧的风门锁死；三采回风下山若因瓦斯检查需要、巷道巡查或工作需要确需进入时，必须请示矿调度室，得到矿调度室同意后，矿调度员作好人员进出时间，在放炮前，矿调度室调度员再通过人员定位系统来确认放炮撤人范围内有无人员，只有确认无人并确定其它一切工作准备到位后，方可下达放炮命。4、放炮时必须待30min后，通过变频风机开关观察瓦斯供风正常后，由班排长、瓦检员、放炮员一起进入迎头检查通风、瓦斯、残爆、拒爆及支护等情况，只有掘进工作面及回风流瓦斯浓度小于0.8%，其他一切正常后，汇报矿调度，只有经矿调度同意后，方可通知撤岗，工作面方可恢复工作，该项工作由安检员现场负责监督。5、凡入井人员都必须佩戴自救器，并熟知其使用方法。6、在距掘进工作面25—40m范围内安装一组压风自救装置，并紧跟掘进迎头，然后每隔50—100m各安设一组压风自救装置、在爆破地点及警戒岗处各安装一组压风自救装置，且压风自救袋不得少于8个，每个自救袋的供风量不得小于0.1m3/min。7、由于31111（2）运输巷的回风系统长度大于《防治煤与瓦斯突出规定》规定的500m，故31111（2）运输巷在掘进期间需设置躲避硐室。8、与31111（2）运输巷回风系统相连的巷道必须设置防突风门(31111联巷、30800回风巷)，风门墙厚必须大于0.8m，风门板厚度必须大于50mm，每道风门都必须安设牢固可靠的反向风门，调节窗上必须安装防逆流装置，且灵敏、可靠。9、人员在迎头及巷道中作业时，需将防突风门的反向风门打开，并用木方抵牢，在放炮时，人员全部撤出后，必须将打开的防突反向风门关严后，方可放炮。10、为保证防逆流的安全，严禁将防突风门建在胶带输送机上。通过风门的水沟和溜子孔必须安设有防逆流隔断装置，防逆流隔断装置用厚度不小于50mm的木板加工，防突风门墙体上的风筒必须采用防逆流铁风筒。施工单位必须在风门处准备沙袋，每班放炮前，由施工单位当班班排长负责放下防逆流隔断装置，并用沙袋堵上每组防突风门的水沟孔及溜子孔。反向风门的关闭情况、溜子孔和水沟的压实堵严情况，由现场安检员和瓦检员进行监督。11、放炮时，必须严格执行“一炮三检查”和“三人联锁”放炮制度，放炮前，放炮员、班组长必须在瓦检员手册上签字。七、安全监控1、掘进工作面必须安装瓦斯监控系统及瓦斯电闭锁装置，每周必须对瓦斯传感器进行一次调校，确保瓦斯传感器检测值准确；每周必须至少对监控系统的瓦斯电闭锁进行两次断电试验，确保瓦斯电闭锁灵敏可靠。2、在掘进巷道中安装瓦斯传感器3台：T1安装在距掘进工作面5m范围内，监测31111（2）运输巷工作面的瓦斯,报警值0.8%，断电值1.0%，闭锁范围为31111（2）运输巷、30800回风联巷内所有非本质安全型电气设备的电源；T2安装在30800回风联巷开门点以西10—15m的位置，监测回风流中的瓦斯，报警值0.8%，断电值0.8%，闭锁范围为31111（2）运输巷、30800回风联巷内所有非本质安全型电气设备的电源；T3安装在1769集中回风巷内，T3监测31111（2）运输巷回风流与其它风流第一汇合处瓦斯。T3的作用是在排放瓦斯时，根据第一风流汇合处的瓦斯浓度来控制变频风机风量大小。3、闭锁开关的负荷侧动力电缆上安装馈电状态传感器1台，监视31111（2）运输巷风电、瓦斯电的闭锁状态。4、瓦斯传感器必须按《煤矿安全规程》的规定位置进行安装和悬挂，并保证有足够的余线，在掘进过程中由瓦检员及时将T1移到距迎头5m内离顶不大于300mm，离帮不小于200mm的位置悬挂好，不准挂在风筒出口处，严禁任何人随意损坏传感器及线路。5、必须使用好安全监控的故障闭锁功能，当与闭锁控制有关的设备发生故障时（如断线等），必须切断该监控设备所监控区域内的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁，只有监控系统正常后，方可解除故障闭锁。求。二第七章运输系统一、掘进运煤（矸）系统31111（2）运输巷运煤（矸）系统：综掘机（或人工扒货）→31111（2）运输巷SGW-420型刮板输送机→31111（2）运输巷胶带运输机→31111（2）运输巷吊挂式运输机→30800回风石门SGW-420型刮板输送机→三采运输下山强力皮带→三采区煤仓→地面。二、掘进运料系统运送物料采用电机车从平硐（或人行斜井）→1800大巷→1805车场→三采轨道下山→三采1770车场→1770轨石门→30800回风石门→31111（2）运输巷→31111（2）运输巷掘进迎头。三、机电设备管理1、刮板输送机运输安全技术措施刮板输送机的机头、机尾处各打两棵长度适宜且Ø≮160mm牢固、可靠的压柱，压柱打在专门打压柱的横梁上，且压拄与底板夹角650～750。机头防侧滑装置必须完善，经常行人处安设过桥。刮板输送机司机必须持证上岗，按章操作，并坚守岗位。开机前，必须先发出信号，点动试机，确保无隐患后，方可正常开机。每班安排一名维护工，检查维护设备，确保设备正常运转。刮板输送机的机头、机尾及中部分别挖一个回煤坑，回煤坑规格(1500mm×800mm×500mm),并确保及时清理回煤坑。刮板输送机运转联系信号清晰，且信号装置必须灵敏可靠。信号内容为：一点“停”，二点“开”。延刮板输送机时，安设溜槽板必须保证刮板输送机平、直、稳，链条、刮板、螺丝齐全并上紧。刮板输送机司机在开机前必须对刮板输送机运转情况、加油情况、链条、刮板、螺丝紧固情况及机头、机尾压柱等进行全面检查，只有在安全情况下方可开机运行。掐、接链条时使用紧链器，作业人员必须是熟练的工人，并站在刮板输送机侧面避开刮板输送机运行方向的安全地点进行作业。刮板输送机与刮板输送机及刮板输送机与胶带运输机的搭接高度不得小于0.3m，以防底链拉回煤、矸石等杂物。磨损变形的溜槽板、螺丝及活扣必须及时更换，严禁刮板输送机飘链运行。严禁使用刮板输送机运送物料及设备。严禁人员乘坐刮板输送机。每班必须对减速箱及电动机周围浮货进行清理，确保电动机散热良好。2、胶带运输机的运输安全技术措施胶带运输机司机必须持证上岗，按章操作，并坚守岗位。胶带运输机综合保护器齐全，且灵敏可靠，胶带运输机运转前必须检查机头、机尾及整台输送机范围的支护是否完好，否则必须处理好后，方可进行工作。胶带运输机运转前必须对胶带运输机机头、机尾防护栏等安全设施、运转情况进行全面检查，只有在安全的情况下方可开机运行。胶带运输机运转联系信号清楚且信号装置必须灵敏可靠。信号内容为：一点“停”，二点“开”。在运转过程中，随时注意运行状况，细听各部位运转声音，发现异常时必须立即停止设备运转进行处理。及时清理机头、机尾的煤尘、浮煤（矸），清扫机身下积煤（矸）及杂物，保持机头喷头正常喷雾降尘。在胶带运输机上检修、处理故障或做其它工作时，必须将胶带运输机的控制开关打在停止位置“锁死”，挂上“有人工作、不准合闸”的停电牌。任何人不得乘坐胶带运输机，不准用胶带运输机运送设备和材料。长期停机或检修停机时，必须将控制开关手把打至停止位置并锁死。交接班前应清扫电动机、开关、减速器、机头架等部位卫生及前后20m的煤尘、浮煤（矸）。所有小件必须上板管理。每班维护工必须检查易熔合金塞，严禁使用其它金属代替。3、运输材料人力推车时的安全技术措施推车前，若所推车后方有车，必须将后面的矿车用木楔刹紧，并打上牢固、可靠的临时挡车器。巷道内的轨道坡度大于7‰时，严禁人力推车。（3）1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车，同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m，坡度大于5‰时，不得小于30m。运输材料期间，人工抬运横跨刮板输送机时，必须确保刮板输送机处于停止时，方可经过桥跨过刮板输送机。抬运材料过风门时，必须先将已过风门关闭后，方可经过另一道风门。4、其它防爆电气设备入井前，必须经机运科防爆检查员检查，检查合格并签发合格证后方准入井，对井下失爆不完好的机电设备严禁使用。掘进单位电工，必须加强对电气设备进行检查，杜绝电气设备“失爆”，机运科负责监督检查。所有回风流中的电气设备，都必须实行“风电、瓦斯电”闭锁，且灵敏可靠，所有的电气设备，必须杜绝失爆，每班维护工在施工前先检查一遍电气设备，确保无“失爆”后，方可进行使用操作。所有机电设备的维护工及司机都必须是经培训且取得合格证的人员担任，并持证上岗，按章操作。每班必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验，并且做好记录。刮板输送机司机必须持证上岗，且开机前，必须将其他人员撤至安全位置；并检查刮板输送机完好状况，“压柱”是否齐全，确认安全后方可开机。严禁带电搬迁电气设备，检修和搬迁时必须切断电源，检查瓦斯，其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，先进行对地放电，再用同电源电压的验电笔检验，检修或搬迁后，必须确保无失爆后，电气设备方可进行试运转，正常后方可离开。检修时，停电应从变电所可靠断电后，否则必须将闭锁开关打在停止位置锁死，并悬挂“有人工作，严禁送电”警示牌，做到“谁停电，谁送电”的专人停送电制度，严禁约时停送电，非专职人员不得擅自操作电气设备。容易碰到的、裸露的机械外露转动及传动部分，必须安装护罩或遮栏等防护设施。认真执行好电气设备的维修制度：①包机制；②巡回检查制；③定期检查制;④搞好设备卫生。迎头20m段的管线必须使用电缆挂钩进行吊挂。每月对煤电钻尾巴线进行切割，每月5日前必须将煤电钻尾巴线剁头段交与机电运科。迎头刮板输送机必须安设刮板输送机过桥，人员通过刮板输送机时，必须从刮板输送机过桥通过。第八章供电系统一、变压器选型计算1﹑负荷统计与变压器的选择（动力）：⑴﹑负荷统计表序号负荷名称安装台数安装容量额定电压额定电流(单台)功率因数需用系数备注2溜子255KW660V56.60.850.493皮带355KW660V56.60.850.49（2）、变压器容量的选择：变压器视在功率：S=∑Pe×Kx/cosΦ=292.2×0.34/0.85=116.88KVA所选变压器为一台KSGB-500/6进行供电，满足要求。式中：∑Pe—所有设备的额定功率之和292.2KW；cosφ—平均功率因数：0.85Pn.max—该组用电设备中最大一台电动机的额定功率,55KW;∑Pn—该组用电设备的额定功率之和,686KW；Kx—需用系数：Kx=0.286+0.714×Pn.max/∑Pn=0.286+0.714×55/292.2=0.342﹑负荷统计与变压器的选择（主风机）⑴、负荷统计表序号负荷名称安装台数安装容量额定电压额定电流功率因数需用系数备注1风机（主）1台2×30KW660V69A0.8512风机（其他）1台2×30KW660V69A0.851（2）主风机变压器容量的选择：变压器视在功率：S=∑Pe×Kx/cos￠=240×1/0.85=282.4KVA∑Pe—所有设备的额定功率之和：240KW所选变压器为：KSGB-315/6一台，满足要求。需用系数（Kx）：Kx=1式中:Pn.max—该组用电设备中最大一台电动机的额定功率,60KW;∑Pn—该组用电设备的额定功率之和,240KW;2）备用风机变压器容量的选择：变压器视在功率：S=∑Pe×Kx/cos￠=240×0.1/0.85=282.4KVA∑Pe—所有设备的额定功率之和：240KW所选变压器为：KSGB-315/6一台，满足要求。需用系数（Kx）：Kx=1式中:Pn.max—该组用电设备中最大一台电动机的额定功率,60KW;∑Pn—该组用电设备的额定功率之和,240KW;⑶﹑平均功率因数(cosφ)：0.85二、电缆的选择1﹑馈电开关（1-1#）到（1-9#）开关按长时允许电流选择电缆A选用MYP3×70+1×25电缆,70mm2电缆长时容许电流为215A式中:Kx—电缆线路所带负荷的需用系数,0.34∑Pe—电缆所带负荷的额定功率,150Ue—电缆所在电网的额定电压,660V;Cosφ—平均功率因数,0.85;根据以上对电缆各项参数的计算，选用3×70+1×25型的电缆满足要求，70mm2电缆长时允许电流为215A。三、电气设备的选择1、皮带开关与溜子开关、皮带开关技术参数表序号型号安装台数极限分断电流额定电压额定电流（Ie1）开关内型备注1QBZ-20034500A660V200A真空（1）动力线路eq\o\ac(○,1)（1-1#）到（1-9#）开关线路的额定电流：Ie=∑Pw/√3×COS￠×U=55/1.732×0.85×0.66=56.6（A）根据计算，Ie≤Ie1，Ie1为QBZ-200开关的额定电流。选型满足要求。eq\o\ac(○,2)（3-1#）主风机线路的额定电流：Ie=∑Pw/√3×COS￠×U=60/1.732×0.85×0.66=61.75（A）根据计算，Ie≤Ie1=200，Ie1为KBZ2-200开关的额定电流。选型满足要求。（2）：（3-4#）开关的额定电流：Ie=∑Pw/√3×COS￠×U=60/1.732×0.85×0.66=61.75（A）根据计算，Ie≤Ie1=200，Ie1为QBZ-200开关的额定电流。选型满足要求。eq\o\ac(○,3)（2-1#）到（2-4#）备用风机线路的额定电流：Ie=∑Pw/√3×COS￠×U=60/1.732×0.85×0.66=61.75（A）根据计算，Ie≤Ie1=200，Ie1为KBZ2-200开关的额定电流。选型满足要求。（2）：（2-4#）开关的额定电流：Ie=∑Pw/√3×COS￠×U=60/1.732×0.85×0.66=61.75（A）根据计算，Ie≤Ie1=200，Ie1为QBZ-200开关的额定电流。选型满足要求。四、线路的保护整定1、馈电总开关（1-1#）至启动开关（1-9#）线路⑴﹑用查表法计算两相短路电流，Id3；电缆换算长度L=505×0.71=358.55，取360，查表最小两相短路电流Id2=1913（A）式中：0.71——70mm2电缆电缆换算系数。505——为电缆长度⑵﹑电子过流的过流整定值Iz≤IeIe===169.81（A），Iz取160（A）。Ie—该组容量电动机的额定电流⑶﹑灵敏系数:Ks=Id2/Iz=1913/160×8=1.49≥1.2，合格。2﹑馈电总开关（3-1#）至启动开关（3-5#）线路⑴﹑用查表法计算两相短路电流，Id2；电缆换算长度L=600×1.36=816，取820，查表最小两相短路电流Id2=868（A）式中：1.36——35mm2电缆电缆换算系数。⑵﹑电子过流的过流整定值Iz≤IeIe===61.75（A），取60（A）。Ie—该组容量电动机的额定电流⑶﹑灵敏系数:Ks=Id2/Iz=868/60×8=1.81≥1.2，合格。3﹑馈电总开关（2-1#）至启动开关（2-4#）线路⑴﹑用查表法计算两相短路电流，Id2；电缆换算长度L=600×1.36=816，取820，查表最小两相短路电流Id2=891（A）式中：1.36——35mm2电缆电缆换算系数。⑵﹑电子过流的过流整定值Iz≤IeIe===61.75（A），取60（A）。Ie—该组容量电动机的额定电流⑶﹑灵敏系数:Ks=Id2/Iz=891/60×8=1.86≥1.2，合格。第九章照明、通讯设施及其布置图一、照明根据井下实际情况掘进巷道迎头不安装防爆照明灯，所以井下用矿灯和综掘机的探照灯照明。二、通讯设施及其布置图工区电话为8172586，矿调度地面通讯电话8172379或井下网络66631分别同井下工作面和工区联系。第十章过断层、破碎带、防止偏帮等安全技术措施一、过断层安全技术措施1、加强对巷道帮顶管理，严格执行“敲帮问顶”制度，由班组长及有经验的工人站在顶板完整、支护完好的安全地点，手持长把工具，找下帮顶的悬矸、活石，确认安全后方可施工。2、巷道掘进时，严格按地测部门现场给定的中、腰线控制好巷道的宽度、高度，并严格按设计断面及质量标准化进行施工。3、施工锚杆支护顶板作业时，作业人员必须站在顶板完好、支护完整的安全地点进行作业。4、巷道两帮伞檐、鼓包、伸脚用手镐找足、找齐，保证巷道设计断面及巷道成形。5、施工锚杆时，锚杆与岩石面的夹角成90°，锚杆外露长度≤50mm。6、钢带不得吊斜使用，并紧贴顶板，未接触部位必须用木料楔紧。7、出现失效锚杆及时进行补打。8、加强掘进期间的通风、瓦斯管理。9、每班电工加强对机电设备的巡回检查，杜绝电气设备“失爆”。10、掘进期间，必须有专职瓦检员经常检查瓦斯，若出现瓦斯忽高忽低变化异常及巷道帮、顶变化异常时，必须立即停止作业，撤出人员，汇报矿调度，采取措施进行处理。11、在过断层期间，若顶板破碎时，工作面采用放松动炮，小循环进度，并及时采用锚网带支护顶板。12、严禁空顶作业，“钢带”支护到工作面的距离不得超过1m，超过1m时，必须及时打锚杆对顶板进行支护，当“钢带”支护到工作面的距离不足1m，及时使用前探梁对顶板进行支护，并用方木在前探梁上方接实顶板，严格使用好“一梁三环”；如顶板破碎，不能正常使用前探梁时，采用3棵木点柱按间距1m均匀布置在迎头内，且木点柱Φ≥160mm，作为掘进施工时的临时支护。13、如遇落差小于1m的小断层顶板破碎时，采用1.4m×0.9m钢筋网配合3.5m钢带进行支护，并沿中线按间排距0.8m×1.0m采用6m长锚索对顶板进行加强支护。14、严格执行“先探后掘”和“先抽后掘”规定，由地测部门对掘进过程中的断层进行探测，提前通知施工单位、生产、通风、安检等部门；断层落差大于1m时另补过断层措施。二、架棚安全技术措施1、采用架设“T”型棚对顶板进行加强支护，棚子与棚子之间采用拉板连接（棚梁3块拉板，棚腿腰线位置2块拉板，共5块拉板），“T”型棚规格为：上宽为3.5m，下宽为4.2m，净高为2.5m，棚梁与棚腿的搭接长度为0.1m，棚距为中—中1.0m（棚距根据相关业务科室现场鉴定适当调整）。2、架棚时必须采用半圆木接实顶板，“T”型棚必须架设在巷道实底上，严禁架设在浮煤浮矸上。底板松软时必须在棚腿下加垫木，并且所架设的棚子前倾、后仰、里出外进不得超过±0.05m。3、所架设T型棚，棚梁与棚腿搭接必须“牢固可靠”，严格按巷道中腰线进行架设，并确保迎山有力。4、架棚时，当棚梁与巷顶距离大于0.8m时，必须用半圆木搭“#”木垛接实巷道顶板，所架棚子必须牢固可靠。5、棚梁和棚腿的接口处要严密吻合，不吻合时应调整梁腿的倾斜度和方向，严禁在缝口处打木楔。6、架棚期间，严禁将各种管线架设在棚子与巷壁之间。7、上棚梁时人员必须口号一致，必须手托棚梁，稳抬稳放，不要将手伸入柱梁接口处，严禁扶在梁的上面，头部要在安全的一侧。8、抬运棚子时，抬运人员必须注意行走时的安全，必须相互配合，步伐一致、同起同落，确保抬运期间的安全。9、架棚时，必须至少4人一组进行施工，人员相互配合好。10、放炮后，必须使用风镐或手镐找足、找齐巷道断面并挖掉巷道伸脚、鼓包后，方可进行挂网打锚杆工作，确保巷道工程质量。三、防止冒顶、片帮安全技术措施1、放炮后，及时搞好临时支护工作，永久支护紧跟迎头。2、顶板破碎、压力大，及时采用钢筋网配合钢带进行加固顶板及采用6m锚索沿中心按1.6m×2m间排距均匀布置对顶板进行加强支护。3、巷道严格按设计要求进行施工，严禁超高、超宽掘进。4、严格“敲帮问顶”制度，随时找掉“悬矸、活石”。5、加强顶板管理，严禁空顶作业。四、施工水窝安全技术措施1、水窝施工在31111（2）运输巷低洼处施工一个长×宽×深=2m×1m×1.2m的水窝，便于抽水。2、水窝采用钻眼爆破进行施工。3、放炮期间的具体停电地点、控制线路、停电单位及停电方法；撤人设岗和本规程安全措施里的放炮相同。第十一章安全技术措施一、顶板管理安全技术措施1、严格按照地测部门给定的巷道中腰线和作业规程及设计的巷道断面、支护形式、质量标准化要求进行施工。2、每班作业人员进入掘进工作面前，由班排长及有经验的工人对工作面的安全情况进行检查，发现隐患及时排除、确认安全后，其他人员方可进入工作面作业。3、每班放炮前永久支护必须打抵至迎头，放炮后，必须及时使用好临时支护，且必须保证牢固可靠。4、若遇顶板破碎不完整时永久支护紧跟掘进迎头，施工6米的锚索按2000mm×2000mm间排距对顶板加强支护。5、现场施工安全负责人员的确定：为了保证掘进施工的全面安全生产，夜、早、中三班的现场分别落实安全生产责任人员，对本班的顶板管理、机电运输管理、“一通三防”管理等负安全责任并在工区值班干部的安排下搞好安全生产。6、严格执行“敲帮问顶”制度，每班作业人员进入工作面和在施工过程中，都必须由班排长或有经验的老工人用长把工具站在支护完好、顶板完整的安全地点进行“敲帮问顶”工作，并派专人观察顶板、找下帮顶的悬矸、危石，确认安全后方准作业。7、施工锚杆支护顶板作业时，作业人员必须站在顶板支护完好的安全地点进行作业。8、及时清理巷道中淤泥、积水、杂物，必须按规定将各类管线吊挂整齐、平直、材料堆放好，并挂牌管理。9、施工过程中，若发生局部冒顶事故，人员首先撤到安全地点，再组织处理，处理顺序，按