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1、 织金县秀华煤矿掘进工作面作业规程巷道名称：11706运输巷施工单位：秀华矿掘进队 编制时间： 2015年 月 日11706运输巷掘进作业规程审批表编 制2015年10月 日 机电矿长2015年10月 日 生产矿长2015年10月 日安全矿长2015年10月 日 总 工2015年10月 日 矿 长2015年10月 日会签意见: 目 录第一节：概述3第二节：编写依据3第二章：地面相对位置及水文地质情况3第一节：回风巷巷位置及井上下关系3第二节：煤（岩）层赋存情况4第三节：瓦斯、煤尘自然发火情况5第四节：地质构造5第五节：水文情况5第三章：巷道布置及支护说明6第一节：巷道布置6第二节：支护设计6第
2、三节：支护工艺8第四章：施工工艺9第一节：施工方法9第二节：凿岩方式10第三节：爆破作业10第四节：装运煤（岩）方式10第五节：管线敷设10第六节：设备工具配备10第五章：劳动组织与主要技术经济指标10第一节：劳动组织10第二节：循环作业11第三节：主要技术经济指标11第六章：生产系统11第一节：通风系统11第二节：防尘系统12第三节：压风系统13第四节：防灭火13第五节：安全检测系统13第六节：供电系统14第七节：排水系统14第八节：运输系统15第九节 通讯系统15第七章：灾害预防及避灾路线15第八章：安全技术措施19第一节：施工准备19第二节：“一通三防”管理 19第三节：顶板管理22第四
3、节：爆破管理23第五节：防治水管理26第六节：机电管理26第七节：运输管理30第八节：其它35 第一章 概况 第一节 概述 一、巷道名称11706运输巷二、掘进目的及用途11706运输巷：为满足11706工作面回采时进风、运输、行人等用。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：11706运输巷全长350m。服务年限：1年四、预计开竣工时间经矿有关领导研究决定：本掘进工作面自2015年10月上旬开工，预计2015年11月份竣工。第二节 编写依据 依照年度采掘计划和当前生产安全需要。 第二章 地面相对位置及水文地质情况 第一节工作面位置及井上下关系 11706运输巷相应的地面位置、标高，区域内的水
4、体和建、构筑物对工程的影响，以及巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系见表1。表1 11706运输巷 井上下关系对照表水平、采区一水平、1采区工程名称11706工作面地面标高+1945- +2005m井下标高+1905- +1875m地面的相对位置建筑物、小井及其他11706运输巷对应地面位置为山，无建筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响在掘进过程中，应力集中，局部顶板破碎应加强顶板管理。邻近采掘情况对掘进巷道的影响除开口外，邻近无采掘情况第二节 煤(岩)层赋存特征第三节 7号煤层：厚度1.761.94 m，平均厚度1.85 m，煤层采用厚度1.761.82m，平均采用厚度1.79m，层位稳定
5、、厚度变化较小，全区可采，大部为单一结构，局部夹1层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩，厚度0.77m。属稳定型煤层。位于龙潭组含煤地层上部，上与6号煤层间距在22m左右，下与14号煤层间距在45m左右。顶板为细砂岩、粉砂岩或粉砂质泥岩，底板为泥岩或粉砂质泥岩。 第三节 瓦斯、煤尘自燃发火情况贵州省煤炭管理局文件：贵州省煤炭管理局文件：黔能源发2012498号关于毕节地区工业和能源委员会关于请求审批2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复:瓦斯绝对涌出量为：6.07m3/min ,鉴定等级为高瓦斯矿井。根据织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，贵州省能源局文件（黔能源煤炭2
6、011579号）：关于对织金县三塘镇秀华煤矿6号、7号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复，秀华煤矿+1870米标高以上的6号煤层无突出危险性，+1855米标高以上的7号煤层无突出危险性；该掘进工作面7号煤层无突出危险性。7号煤层为不易自燃煤层，自燃倾向分类为III级。根据贵州省煤田地质局实验室提交的鉴定报告，7号煤层的煤尘无爆炸性。 第四节 地质构造水文情况矿区位于三塘向斜北西翼，张维背斜南东翼。工作在总体为单斜构造，7煤层平均走向北75东，倾向东75南，煤层倾角倾角1115，平均倾角13，工作面内无影响掘进的断层和褶曲构造。第五节 水文情况一、分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌
7、水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。矿区含煤地层龙潭组含基岩裂隙水，为矿床直接充水含水层，煤系地层上覆有较厚的隔水层（P3c、T1f1），含煤地层下为约326m的玄武岩相对隔水层，因此含煤地层上下含水层对煤层开采无影响。当地最低排泄基准面标高为+1910m。矿区地下水以大气降水补给为主，自然斜坡有利于地表水排泄，故对降水渗漏较为不利，主要矿体大部位于当地最低排泄基准面（+1910m）以下，构造破碎带富水性弱，导水性较好。综上所述，矿区水文地质类型属顶板直接进水为主的裂隙充水矿床，水文地质类型为简单型。2)水害威胁情况分析煤层顶板砂岩水是掘进过程中最直接的水源。根据已开掘好的巷道涌水情况分析：
8、该巷道施工期间不可能有涌水出现，可能有顶板淋水现象。因此，该巷道在施工中不可能有大的涌水出现。但在具体施工期间还必须制定专项探放水措施，进行防探水工作，做到有疑必探、先探后掘，并要配备有完好的排水设备，掘进巷道正常涌水量约2m3 /h，最大涌水量5m3 /h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置11706运输巷：开门口位于11轨道下山管子道以上10米的位置，开口中线方位角239掘进20米后，再按方位角329掘进12米与11轨道下山贯通，形成11706运输巷的专用回风巷，然后再退后12米，按+10倾角，方位角189度掘进48米揭煤。揭煤后沿着7#煤层按方位角180掘进煤巷至井田边界煤柱，全
9、长350米（其中开门至揭煤钱岩巷为83米）。第二节 支护设计一、巷道断面该巷道岩巷为拱形锚网喷支护:设计断面规格为：净宽3.0米，净高2.8米，净断面积为7.1m2。煤巷采用锚网或锚网+锚索支护时，设计断面为矩形。断面规格为：净宽3.4m，净高2.0m，净断面积为6.8m2。施工中线距左帮1.7m，距右帮1.7m。附：巷道支护断面图3-2(二）、支护形式1、临时支护该巷道采用矩形断面锚网+锚索支护时，迎头采用由3根前探梁组成的前探支架作临时支护，前探梁采用11#工字钢制作，长度不小于6m，用树脂锚杆和吊环固定，吊环形式为矩形，每根前探梁的固定点不小于3个。前探梁的间距1.0m1.2m。 安装吊
10、环的锚杆长度不得小于支护锚杆的长度，每个锚杆孔内树脂锚固剂不得少于2 块（树脂锚固剂长不小于0.3m），锚固力不小于64KN。前探梁的前端用2块长不小于3.0m的木板梁（宽厚150mm60mm）和木小杆接顶。 最大控顶距：放炮前为0.8m，放炮后为2.1m，循环进尺为1.3米；在前探梁的掩护下方可进行扒碴、打锚杆等工作。附：临时支护平、剖面图 3-3 2、永久支护、煤巷段永久支护：该巷道沿煤层顶板掘进且顶板完整时，采用树脂锚网+锚索支护；锚杆按施工中线均匀布置，顶板每排五根，株排距0.7m0.8m。每根锚杆均用2块型号为MSCK2335树脂锚固剂固定，锚固剂直径为23mm，每块长度为300mm
11、，锚固长度不少于500mm。锚杆外露10-50mm,托盘采用厚度不小于6mm 的钢板压制成弧形，规格为：不小于 120mm 120mm的正方形或直径为120mm的圆形，其三点支撑抗压试验强度不低于设计锚固力。根据以往实践经验，经矿长、总工程师及各专业人员研究，该巷道采用锚索加强支护，锚索成单排布置，排距为3m,分布在巷道的中心，锚索垂直巷道顶板安装布置。锚梁长度1.0米。锚索初锚力不小于120KN，锚固力不小于300KN。锚索外露长度为100-200mm。当顶板局部出现裂隙或遇断层等地质构造顶板不完整、较破碎时，及时采用架棚支护。若顶板破碎时采用工字钢棚支护，并编制专项安全技术措施。 1）、按
12、悬吊理论计算锚杆参数：锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H 冒落拱高度，m；K 安全系数，一般取K=2；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H B/2f=3.4/7= 0.49(m)式中：B 巷道开掘宽度，取3.4m；f 岩石坚固性系数，砂岩取3.5；则L=20.49+0.5+0.1=1.58(m)锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a：a = 式中：a 锚杆株排距，m；Q 锚杆设计锚固力，64KN/根；H 冒落拱高度，取0.49m；R 被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；K 安
13、全系数，一般取K=2；a = =2.6(m)通过以上计算，选用直径18mm、长度1600 mm的左旋等强度螺纹钢锚杆，锚杆、株排距为700m800m ，能够满足支护要求。2）、锚索加强支护确定锚索长度： L=La+Lb+Lc+Ld式中 L锚索总长度 La锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m； Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m； Lc上托盘及锚具的厚度，取0.2m； Ld需要外露的张拉长度，取0.3m；按GBJ-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定： La K 式中K安全系数，取K=2；d1锚索钢绞线直径，取17.8mm；fa钢绞线抗拉强度，N/mm2（1920MPa，合1883.52N/
14、mm2）；fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。则 La 2=1676.3mm=1.6m 取La=2.0m，则 L=2+2+0.2+0.3=4.5m。设计取锚索长度为6.0m。（2） 岩巷段支护：1）临时支护：工作面不得空顶必须采用锚杆（钢筋网）加初喷临时支护，初喷厚度不得小于50mm。首先班长用红油漆将锚杆眼位按照设计要求标注好，其次掘进工按照标注好的眼位进行挂眼打孔，钻孔必须垂直于岩面，锚杆外露长度不得大于50mm。钢筋网规格：采用6.0mm钢筋网，长宽=2000mm1000mm，钢筋网搭接长度为100mm, 钢筋网搭接处必须用8#铁丝绑扎牢固。2）永久支护方式:采用锚网喷永久支护
15、。锚杆采用直径16mm的左旋无纵筋螺纹钢，长1.8m，每眼使用两节25350的快速树脂固化药卷的端锚方式。采用直径25的钻头施工锚杆眼，锚杆间、排距700900（每排9根锚杆、顶板破碎时缩小间、排距并把中间的顶锚杆换成YMS17.8-6100的1根锚索，施工角度见附图）。采用1201206 的炭素钢托板。配用11002100的6.5钢筋焊接网，网孔规格100100。严格按锚固剂使用说明进行施工以保证托板紧贴岩体，锚杆的预应力达40kN以上。煤帮松软或顶帮为破碎软岩时需对顶帮采用锚网喷支护或工字钢架棚支护，具体要求见补充措施。帮锚杆眼距为700700mm，并挂网高度不小于1.6m。喷浆用料采用石
16、子（816mm左右粒径的碎石）、砂、水泥按1.2:1.5:1的比例配比，速凝剂按水泥用量的3%加入，喷浆厚度不小于25mm。喷浆滞后迎头1520m。a、锚杆施工技术要求1、锚杆采用181600mm左旋树脂锚杆，每根锚杆用2节锚固剂，喷砼厚度为100mm，锚杆间排距为800mm800mm；钢筋网片（规格1000mm*2000mm）。2、锚杆垂直巷道轮廓线布置，锚杆托盘必须紧贴岩面，锚杆外露长度为20-50mm。3、采用MFT-150风动锚杆机打锚杆眼，永久支护每次爆破前距工作面空顶不得大于1.5m，爆破完毕后，及时在永久支护掩护下设上临时支护(初喷)，并保证临时支护安全可靠，严禁空顶作业。4、锚
17、杆孔打好后，用锚杆将树脂药轻轻送入眼底，再用锚杆机进行搅拌，搅拌时间为20-30s凝固后退下锚杆机，15min后将螺母拧紧，要求托板贴紧岩面，确保支护效果，避免顶板离层。5、锚杆必须严格按照规程规定，找好中线，画出工作面锚杆眼位置，排间距误差为100mm。6、锚杆要求与岩层层面或巷道周边轮廓线垂直，严禁出现顺层锚杆。7、锚杆必须用长度不小于0.5m的力矩扳手拧紧，托板紧贴格栅拱，拧紧力矩不小于100N.m。8、每隔30m巷道进行一次组锚杆拉力实验，并用红油漆做好标记。9、进行永久支护前，必须先延好中腰线，巷道断面达到设计要求后，方可进行支护。10、锚杆眼的方向、长度、角度及锚杆眼位置必须符合施
18、工设计要求。11、打锚杆的顺序为由顶到帮、由外往里进行。12、打锚杆眼前，必须先对打眼工具、风水管路进行全面仔细检查。13、钻眼时，钻杆下方不得有人，扶钻杆人员要避开眼口方向，站在锚杆机（风钻）侧面操作，两腿前后错开，脚踏实地。14、钻眼时，钻杆与钻眼方向要保持一致，用力要均匀适当，升降要平稳，以防折断钻杆、夹钎。15、因围岩破碎造成锚杆外露过长时，必须重新补打锚杆。16、安装锚杆前，先用锚杆装入孔内试探其深度是否达到要求，若是眼孔深度不够，必须重新钻孔使其深度达到设计要求。附图6 锚杆施工工艺流程图b、喷射砼施工技术要求1、喷砼配合比：水泥:砂子:水1:2.5:0.4，速凝剂必须按水泥用量的
19、3-5%掺入，初喷必须紧跟工作面,厚度不得小于30mm,复喷必须紧跟耙装机，距工作面不得大于30m，复喷后必须保证巷道表面光滑平整，并达到设计厚度100mm。2、喷砼强度必须达到设计要求。3、喷砼前，必须对锚杆进行严格的工程质量检查，若存在质量问题时，必须立即整改。4、喷砼前，应先对喷浆机、管路、压力表进行仔细检查，确认完好并试运转，且将风、水压力表读数调到合理位置。5、喷砼前，必须用清水将巷道帮顶清洗干净。6、喷砼时风压为0.12-0.22Mpa，水压为0.22-0.32MPa。7、喷砼时混合料的含水率保持在7%左右，以便降低喷浆粉尘。8、拌料按配合比配料，并搅拌均匀，上料时，要均匀连续，以
20、便于喷射。9、喷砼操作人员都必须佩戴防尘口罩，喷射手还须佩戴眼镜，雨衣和胶手套。10、喷砼时，喷射手必须合理调节水灰比，使之保持在0.350.4间，以新喷出的混凝土粘性好、回弹量少、表面有一定光泽为宜。11、喷砼时，要按从下往上、从外往里有顺序依次进行，喷射过程中，先喷裂缝处及低凹处，喷平后，再按划小圈走线的正规操作喷射。12、若遇围岩渗漏水时，根据渗水情况分别采用封、堵、截、引的方法进行处理，若用上述方法不能处理时必须另报措施。13、喷砼作业中若发生堵管时，必须按压喷头，采用敲击法疏通，且喷嘴前方严禁有人。14、喷砼作业结束后，喷浆机要清理维护，清除粘结在电缆及风水管上浆体。2、永久支护注意
21、事项出渣工序结束，开始进行顶帮锚杆永久支护。具体要求如下:首先检查巷道规格尺寸是否符合设计要求，处理完不合格部位。按照设计锚杆眼眼距、深度、角度，顶部用锚索钻机打眼，钻头直径28mm。巷帮用煤电钻或手持式锚杆钻机打眼，钻头直径30mm。安装锚杆前，将眼孔内煤、岩粉清理干净，方法是用钻杆来回抽动清眼或利用专用清眼器连接高压风吹眼，确保锚固剂与锚杆眼壁良好接触。安装要求：检查锚杆的规格尺寸是否符合设计要求;检查螺纹钢锚杆是否合格，杆体有无氧化生锈，若有必须擦刷干净；锚固剂有无过期结块变质，包装袋有无破裂损坏，影响正常使用，必须更换。检查锚杆眼的眼位、角度、深度是否符合设计要求，方法是用待安装锚杆伸
22、入锚杆眼孔检查，看锚杆车丝段是否接近孔口(间距不大于30mm）不合格必须重新打眼。先将铁托板和限位螺帽上好(限位距离30-40mm)，再将螺纹钢锚杆拧入锚杆钻机的连接套中，然后将两节树脂药卷依次放入锚杆眼孔内，用锚杆的麻花状端头顶在树脂药卷后端，缓缓将树脂药卷送入眼底，启动锚杆钻机边旋转边将锚杆推入眼底。要求旋转搅拌时间必须控制在20-30秒之间，搅拌结束，锚杆钻机保持推力一分钟，使锚杆杆体临时固定，保证搅拌后的树脂药卷充分凝固，防止锚秆在树脂凝固前下滑。铁托板要紧压在钢筋网上。每套锚杆安装一至两只螺帽，等16分钟后必须将螺帽用扳手逐个再拧紧上牢，达到规定预紧力（4KN以上）。第三节 支护工艺
23、一、支护材料1、支护材料、锚杆支护材料的规格及质量要求：锚杆及锚固剂：锚杆采用HRD335号钢制成的左旋等强度螺纹钢锚杆，规格为：18mm1600mm，每根锚杆孔内装树脂锚固剂不得少于2块，锚固长度不小于500mm。锚杆与顶板岩面的夹角不得小于75。锚杆杆体的屈服载荷不小于7t，其螺母应选用配套的标准螺母，强度与杆体相匹配。托盘采用厚度不小于6mm 的钢板压制成弧形，规格为：不小于 120mm 120mm的正方形或直径为120mm的圆形，其三点支撑抗压试验强度不低于设计锚固力。树脂锚固剂规格：23mm，长300mm，锚固剂型号为MSCK2335，每根锚杆的锚固力不得小于64KN，树脂锚固剂搅拌
24、时间为1520秒，凝胶时间一般为0.51min，等待时间一般为5min。、锚网：锚网采用直径不小于4.5mm的冷拔丝制作的经纬网，网格之间要焊接牢固，网的规格为：长宽=1800mm1000mm，网格为：长宽=100mm100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，搭接时采用14#铁丝，每10cm固定两个点，并在使用前清除锈污；采用联网钩子连接。、高强锚索直径为17.8mm，长度为6000mm。每孔使用3块型号为MSCK2335树脂锚固剂固定。2、锚杆安装工艺、打锚杆眼：打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时，必须先进行处理，打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩
25、情况，找掉活矸、危石，确认安全后方可进行工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。 锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.5m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净，打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里依次进行。、安装锚杆：安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操作人员应站在孔口一侧 ，眼孔方向不得有人。6检查锚杆眼的深度，其深度应保证锚杆外露丝长度为 10mm50mm。锚杆眼的超深部分应填入炮泥或锚固剂；未达到规定深度的锚杆眼，应补钻至规定深度。检查树脂锚固剂，破裂、失
26、效的锚固剂不准使用。将树脂锚固剂按照安装顺序轻轻送入眼底，用锚杆顶住锚固剂，利用快速搅拌器搅拌1520秒，然后停止锚杆旋转，等待5min，然后拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120NM。 在树脂锚固剂没有固化前严禁移动或晃动锚杆体。二、矿压观测1、仪器安设在掘进工作面每隔30m安设一台顶板离层仪。2、矿压观测内容每周对掘进巷道内布置的顶板离层仪进行两次以上动态监测，并记录所得数据，及时对数据做出相应分析。三、工程质量标准工程质量标准按照贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)中的锚网巷道质量验收标准执行，对现场工程质量逐项对照检查验收。工程质量必须达到优良品。附：锚网巷道
27、工程质量标准表见表2 第四章 施工工艺 第一节 施工方法一、施工方法1、11706运输巷施工方法：11706工作面掘进采用人工接溜槽、人工装煤，SGB42040TX刮板输送机、DSJ6020222皮带运输机运煤。2、开门口处为锚喷支护，顶板完整，开门口放炮前，首先将开门口前后各不小于10m 范围内的巷道进行检查、加固，及时摘除顶帮的危岩活石。3、响完炮后，先进行敲帮问顶、摘除活岩危石，并用前探支架作临时支护，控制好顶板，在其掩护下进行出碴、支棚等工作，严禁空顶作业。4、施工中，严格执行敲帮问顶制度和放炮站岗制度。二、掘进工艺流程交接班安全检查延长刮板输送机钻炮眼装药爆破整修支架洒水除尘敲帮问顶
28、临时支护出煤打锚杆铺网出货清理。第二节 凿岩方式本工程所施工巷道均采用打眼放炮的方法破煤（岩）。一、打眼机具：采用2台风煤钻（一台使用，一台备用）；2台风动作岩机；2.0m长麻花钻杆打眼；2台风动作岩机（一台使用，一台备用）；2.0m长钻杆打眼二、降尘方法有水炮泥定炮、装煤前洒水、爆破后冲刷煤帮，开启水幕。第三节 爆破作业该掘进工作面采用炮掘，楔形斜眼掏槽方式进行破煤。一、炸药、雷管：使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管。二、装药结构：正向装药结构三、起爆方式：起爆使用MFB200型发爆器起爆，联线方式为串、并联联线，全断面一次装药，一次起爆。附：爆破说明表 表3 附：
29、炮眼布置图 4-1 附：装药结构示意图 4-2第四节 装运煤（岩）方式采用SGW-40T溜子配合胶带输送机进行运输。第五节 管线敷设一、管线吊挂掘进迎头风筒沿左帮吊挂，防尘水管沿风筒下沿吊挂，距底板为1.5m，电缆沿巷道右帮吊挂，每3m设一个吊挂钩，吊挂高度距底板1.6m。第六节 设备工具配备附：设备工具配备表 表4 第五章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织本工程施工期间采用“三八制”，一日三班，每班一循环组织生产，循环进尺1.7m，日进尺5.1m，月进139m，正规循环率为97，每小班在册10人，出勤8人，出勤率80。采用综合工种，一工多能，分工负责的劳动制度，放炮员、刮板输送机司
30、机等特殊工种一定要经过培训，取得合格证者方可担任，并做到持证上岗。附：劳动组织图表 表5第二节 循环作业附：正规循环作业图表 表6 第三节 主要技术经济指标附：技术经济指标表 表7第六章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算：1、按照瓦斯涌出量计算 =1250.4672.0=116.75m3/min式中: Qhf掘进工作面需要风量； qhg掘进工作面回风流中年度最大绝对瓦斯涌出量，取0.467m3/min，； Khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，取2.0； 125按掘进工作面回风流中瓦斯的浓
31、度不应超过0.8%的换算系数。按炸药量计算 Qhf25Ahf=257.5=187.5m3/min式中： Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，7.5kg。按工作人员数量验算 Qhf4Nhf=413=52m3/min式中： Ncf掘进工作面同时工作的最多人数，13人。按风速进行验算a.验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷 Qhf600.25Shf=600.256.88=103.2m3/minb.验算最大风量 Qhf604.0Shf=6046.88=1651.2m3/min式中： 0.25有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； Shf掘进工作面巷道的通风净断面积，取6.88m
32、2。根据以上计算，取掘进工作面需要风量为188 m3/min（大于以上计算的最大值） 2、以掘进工作面需要风量Qhf和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机需要吸风量。Qaf =Qhf/(1-P百)m=188/(1-10%)5318m3/min式中：Qaf局部通风机需要吸风量，m3/min；Qhf掘进工作面需要风量，188 m3/min； m独头通风百米长度指数(即通风长度为100，200，300800m时，m=1，2，38)，取5； P百柔性风筒百米漏风率，可参照表(4)得。柔性风筒百米漏风率 表4通风距离(m)200200-500500-10001000-20002000百米漏风率(%)15
33、10321.5据上述计算，掘进工作面供风选用KDF-6.3型211KW局部通风机，其实际吸风量为330 m3/min，大于219m3/min，配0.8m的风筒。3、掘进工作面全风压风量计算 Qhf=Qaf+600.25 Shd =330+159.2 =468m3/min；式中： Qhf局部通风机安装地点的需要风量，m3/min； Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min； 0.15无瓦斯涌出的岩巷允许的最低风速； 0.25有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； Shd局部通风机安装地点到回风间的巷道最大断面面积，9.2m2。因此，本巷需要风量为468m3/min。第二节 防尘系统自回
34、风井防尘干管上接D50钢管，19mm和13mm胶管接至迎头，供水压力0.3MPa。距迎头3050m范围内安设风流净化喷雾，并悬挂捕降尘水帘。喷雾管固定在棚梁上，且喷雾管在前，水门开关在后，相距35m。各转载点要自动安装喷雾装置，并保持灵敏可靠，雾化效果好，使用正常。掘进工作面的回风口混合风流20m范围内安设一道能封闭全断面的水幕。所有的防尘及降尘设施都要随巷道的不断延深而前移，防尘管每隔100m，预留一个三通阀门，以备接水管定期冲刷巷道内的粉尘，放炮前后冲刷30m内巷道洒水降尘，定期冲刷巷道顶帮，20m内每班冲尘一次，20m外每旬冲尘一次。搞好个人保护，坚持人人佩带防尘口罩，搞好风流净化，健全
35、防尘设施等综合防尘措施。附：防尘系统图6-1第三节 压风系统风源来自地面压风机房，自主平硐接入11706运输巷迎头，分别用150mm、50mm钢管和19mm 胶管接至迎头。地面风压为6MPa，迎头风压最小为3.5MPa。压风系统地面压风机房副平峒11706运输巷附：压风系统图6-2第四节 防灭火该掘进工作面防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自回风井防尘干管，接50mm钢管及19mm、13mm胶管至迎头。皮带机电峒室要储备至少2台干粉灭火材料，并要定期检查更换。第五节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用、瓦检员携带便携式甲烷报警
36、仪及光学甲烷检测仪，安全员及管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为0.8）必须进行处理。、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面不大于5m的范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。5、严格执行煤矿安全检控系统及检测仪器使用管理规范（AQ-1
37、029-2007）二、监测分站及传感器的配备和使用、局部通风机开关附近安设KJ95N安全监控分站，对迎头瓦斯、风车开停、供电情况进行远程监控。分站安设于局部通风机开关附近，便于人员观察、调试、检验、支护良好、无积水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应加垫支架，使其距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中。2、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。3、巷道内设置2个瓦斯传感器T1、T2，T1距工作面迎头不大于5m，断电浓度为0.8%，T2距回风口1015m，断电浓度为0.8%,复电浓度均在0.8%以下,并只能人工复电,要求瓦斯电闭锁必须完好，能正常断电。4、甲
38、烷传感器应安装在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。传感器与分站之间用型号为MHYVRI*4*7/0.28专用电缆连接。5、掘进工作面局部通风机必须设置设备开停传感器。6、掘进工作面局部通风机的风筒末端宜设置风筒传感器。7、为检测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。8、临时停风停电造成掘进工作面CH4浓度超限，必须采取措施进行CH4排放。如CH4浓度达到0.8%2.4%(不含2.4%)时由瓦检员自行排放,如CH4浓度达到或超过2.4%时必须报专门排放CH4的措施,由救护队进行排放。9、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停
39、止打眼。爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破作业。10、掘进工作面风流中、电动机或其开关安设地点附近m以内风流中的瓦斯浓度超过1.2%时，必须停止作业，切断电源、撤出人员，采取措施进行处理。11、工作面内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到1.6%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员切断电源,进行处理。12、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时方可人工复电。13、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。14、严禁无风、微风及瓦斯超限作业。附：监控检测系统图6-3第六节 供
40、电系统由中央变电所变电所敷设一条25mm2橡套电缆，至迎头配电点（输出电压660V），配电点设总开关、风电闭锁装置及综合保护装置。供迎头各机械设备备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每2 米一个，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等装置。供电系统：中央变电所副平硐11706运输巷迎头。附：供电系统图6-4第七节 排水系统预计本巷道在掘进过程中出现顶板淋水，沿巷道左帮毛水沟流至巷道低洼处的水仓内。毛水沟流水畅通，距迎头最远不大于30m。水仓安设FWQB30-18型风泵，并在巷道左帮敷设一路1.5吋的排水管，再配备一台FWQB30-18型风泵备用
41、。排水系统：11706运输巷掘进工作面11轨道下山-副平硐排水沟-地面。第八节 运输系统一、 运煤（矸）系统： 初期：11706运输巷11轨道下山-副平硐地面矸石场。后期：11706运输巷11运输下山-主平硐地面煤场。二、运材料、设备：地面副平硐11706运输巷掘进工作面。 第九节 通讯系统本工作面迎头后方100米内必须安设电话，电话能够直接和地面调度站、地面监控中心相互直接联系，满足通讯需要。 第七章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防（一）顶板灾害预防：1、施工人员进入掘进工作面前，必须由班组长由外到里认真检查巷道支护情况，发现问题及时处理。2、严格执行敲帮问顶制度，发现不安全隐患及时处理。3
42、、严格按照设计循环图表掘进，每次放炮结束、敲帮问顶后，立即初喷或前探梁等临时支护，严禁空顶作业,出煤（矸石）后及时进行永久支护。遇到顶板破碎段，放炮进度由1.6m/循环降低到0.8m/循环，并及时进行临时支护和永久支护。4、在敲帮问顶过程中，敲帮问顶人员必须站在后退道路畅通的安全地点，并用专用的长柄工具，由外向里，先顶后帮依次进行。敲帮问顶工作由两名有经验的工人担任，一人找顶，一人观察顶板。5、严格按爆破说明书打眼、装药、放炮，以保持顶板的完整性。6、严格执行敲帮问顶制度，每次进入迎头时，首先由外向里进行敲帮问顶，摘除活岩危石，检查工作面顶帮和支护情况，当安全无问题时方可进行其它工作。掘进中，施工人员坚持20分钟一次的敲帮问顶制度，及时清除危岩和伞檐煤皮、排除隐患。7、过断层、煤柱压力集中区掘进时，要及时缩小棚距及循环进尺，背好顶，必要时密背顶帮，防止漏顶。8、加固好迎头10米内棚子，采用木撑杆对棚头及棚口以下1米处进行加固，将棚子连成一体，确保棚子稳定性，防止放炮打倒棚子造成冒顶。9、严格按炮眼布置图及爆破说明书打眼、装药。防止打