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1、安顺煤矿9105轨道顺槽掘进作业规程编号：掘进-2011-03工作面名称：施 工 区 队： 编 制 人：施工负责人：总 工 程 师：主 管 矿 长：批 准 日 期： 年 月 日执 行 日 期： 年 月 日会 审 意 见会审单位及人员签字生产技术部：年 月 日通 防 部：年 月 日机 电 部：年 月 日调 度 室：年 月 日安 监 部：年 月 日企 管 部：年 月 日供 应 部：年 月 日通 风 队：年 月 日人力资源部：年 月 日机 电 矿长：年 月 日生 产 矿长：年 月 日总 工 程师：年 月 日一、存在主要问题二、落实意见目 录第一章 概况1第一节 概述1第二节 依据1第二章 地面位置及
2、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 煤层赋存特征3第三节 地质构造5第四节 水文地质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 矿压观测6第三节 支护设计7第四节 支护工艺12第四章 施工工艺17第一节 施工方法17第二节 装载与运输19第三节 管线敷设19第四节 设备及工具配置20第五章 生产系统22第一节 通风22第二节 压风24第三节 瓦斯抽放及防突设计25第四节 综合防尘30第五节 安全监控31第六节 防灭火33第七节 供电34第九节 照明、通信和信号35第六章 劳动组织及主要经济技术指标36第一节 劳动组织36第二节 作业循环36第三节 主要技术经济
3、指标37第七章 煤质管理38第八章 安全技术措施39第一节 施工准备39第二节 一通三防39第三节 顶板45第四节 综掘机司机操作规程46第五节 防治水48第六节 机电48第六节 运输50第七节 过破碎带或断层施工安全技术措施53第八节 其他54第九章 灾害应急措施及避灾路线59第一章 概况第一节 概述一、巷道名称本作业规程掘进巷道为9105工作面轨道顺槽。二、掘进目的及用途掘进的目的是为了满足9105工作面、9107工作面回采期间的运输、通风、行人、管线敷设的需要。三、巷道设计长度、工程量、坡度及服务年限1、设计长度： 9105轨道顺槽设计长度为868米，炮掘已掘进64米，剩余804米(平距
4、)改为综掘机掘进。2、服务年限：直到9105、9107工作面回采结束。四、开竣工时间本掘进工作面自2011年11月12日开工，预计2012年10月完工。第二节 依据一、设计依据1、9105工作面轨道顺槽掘进地质说明书2、9105工作面轨道顺槽设计说明书3、9105工作面轨道顺槽掘进通知单4、煤矿安全规程及有关安全法律法规5、煤矿技术操作规程6、煤矿安全质量标准化及考核评级办法7、煤炭行业及集团公司、安顺煤矿有关规范、标准8、中华人民共和国安全生产法9、中华人民共和国煤炭法10、中华人民共和国矿山安全法11、煤矿安全监察条例二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为9105工作面轨道顺槽地质说明书
5、，批准时间为2011年08月25日。三、设计说明书及批准时间设计说明书名称为9105工作面轨道顺槽设计说明书，批准时间为2011年08月25日。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表1-1 地面相对位置及邻近采区开采情况水平、采区+1145水平一盘区工程名称9105工作面轨道顺槽地面标高/m+1534井下标高/m+1165+1180地面的相对位置建筑物、小井及其他本工作面对应地面均为山地。井下相对位置对掘进巷道的影响井下相对位置对掘进巷道无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响工作面南为9106采煤工作面，北邻二盘区未开采煤体,西（下）为9103采煤工作面采空区,东（上
6、）为9107设计工作面。第二节 煤层赋存特征一、煤层厚度该巷道沿M9煤层掘进，煤层层位稳定，结构简单，煤层厚度变化不大，厚度为1.53 m左右，煤层倾角26；煤岩类型为块状暗亮煤型三号无烟煤、玻璃光泽中强度煤。该煤层顶板为无伪顶。 二、煤层物理性质该煤层物理性质为黑色暗亮型，较脆易碎。断口呈参差状，沥清光泽。三、煤层顶、底板特征1、顶 板: 直接顶为灰色碳质粘土岩，厚度3.58米。老顶：浅灰色粘土质粉砂岩，厚度2.99米。2、底 板：直接底为灰黑色碳质粘土岩，厚度0.14米。老底为浅灰色粉细砂岩、粘土质粉砂岩，厚度13米。表1-2 煤层顶底板情况表表1-3 煤层特征情况表指 标数 值备 注煤层
7、厚度(m)平均厚度1.53煤层倾角()26煤层硬度/0.56煤层层理中等发育煤层节理中等发育自然发火期/d不易自燃发火自燃倾向性为三类掘进期间绝对瓦斯涌出量( m/min)1.55煤尘爆炸指数/%无地 温/1921煤层瓦斯含量 (m/t)22第三节 地质构造9105工作面与9103工作面位于同一采区同一煤层，根据9103工作面揭露情况，本工作面无大的地质构造。第四节 水文地质9105工作面对应地面均为山地,无较大的溪流通过，地层稳定、水文地质简单。主要为顶板砂岩裂隙水导入工作面，掘进期间顶板有淋水现象，预计9105轨道顺槽的正常涌水量为1m/h，最大涌水量为2m/h。第三章 巷道布置及支护说明
8、第一节 巷道布置一、巷道的开口位置沿9105轨道顺槽外段向前施工，沿方位角N335掘进。二、巷道设计断面9105工作面轨道顺槽位于矿井设计+1145水平一盘区北翼第四个M9煤工作面，设计巷道断面为矩形断面。9105轨道顺槽从通尺64米处开始使用综掘机施工,巷道净宽5000mm，净高为2200mm;水沟宽为300mm，深为300mm,施工水沟为毛水沟,割煤时一起割出。巷道净断面积11m2。9105轨道顺槽布置见附图一：巷道平面布置图。第二节 矿压观测一、观测对象该施工巷道要进行顶板离层监测、锚杆和锚索梁载荷监测，观测内容、目的及手段见表1-4。表1-4 矿压观测内容、目的及手段一览表序号观测内容
9、观测目的测试手段1顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施顶板离层仪2锚杆受力监测锚杆强度是否合适，以调整密度锚杆张拉器3螺母拧紧力矩监测锚杆安装质量扭力扳手二、观测方式1、顶板离层监测每隔50m设置1处。2、每旬对顶板离层情况进行监测并做好记录存档。3、每300根(不超过300根为一组)顶锚杆为一组，由安监部、生产技术部监督，施工单位抽3根顶锚杆做拉力试验，以检测锚杆拉力是否达到设计要求,并做好记录存档。4、巷道内的每一根锚索梁必须进行拉力试验，由安监部、生产技术部监督，施工单位对巷道内的每一根锚索梁做拉力试验，以检测锚索梁拉力是否达到设计要求,并做好记录存档。5、顶锚杆螺母拧紧力矩每班必
10、须抽查，达不到预紧力的要使用扳手进行加固。第三节 支护设计一、巷道断面9105轨道顺槽断面设计为矩形，巷道断面净宽为5.0m、巷道净高度为2.2m。见附图二：巷道支护断面图。二、支护方式（一）临时支护1、临时支护的形式、材料、规格和要求用3根前探梁配合背板支护，环间距为1.6米，临时支护距迎头不得大于0.8m，人必须在有支护的顶板下作业。（见附图三：临时支护示意图）。2、前探梁管理掘进工作面必须至少备用1根前探梁,一个吊环。备用前探梁必须整齐码放于迎头后不少于15m处。前探梁长度不低于3米。3、掘进工作面必须至少备用2块背板，背板横向支护长度达到4米，背板长度达不到4米的，可使两块交叉叠放使其
11、长度达到4米。背板拆下后，必须整齐码放于后巷。（二）永久支护巷道顶板采用“锚杆+梯子梁+钢筋网+锚索梁”联合支护；上帮采用“管缝锚杆+土木格棚”支护，下帮为裸巷支护。三、支护设计1、设计方法（1）设计方法工程类比法根据目前的情况，结合已施工巷道的经验数据，采用工程类比法对该巷进行锚杆支护设计。（2）类比工程的选择与比较9106工作面轨道顺槽采用金属螺纹“锚杆+钢筋网+锚索梁+梯子梁”支护，目前该巷道整体状况良好，能够满足安全及生产需要。9106工作面与9105工作面位于同一采区同一煤层，施工断面一样，顶底板岩性比较接近，具有较强的可比性。结合9106工作面掘进时的顶板情况及回采后顶板的垮落情况
12、，9105轨道顺槽巷道采用“锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索梁”联合支护能够对巷道顶板进行足够的支护。2、支护参数设计（1）顶板：巷道采用“锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索梁”联合支护作为永久支护，按照巷道施工断面图所示施工“锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索”,锚杆间排距为800800mm；锚索梁的施工：锚索梁呈迈步施工，间距3米，距离巷道中心线1米位置双排布置，锚索为15.66500mm的钢绞绳加工；顶板破碎或遇地质构造采用工字钢架棚支护。见附图四：锚索梁施工示意图（2）巷帮：巷道上帮为“管缝锚杆+土木格棚”支护，帮锚杆间排距为1500mm800mm；下帮为裸巷支护。3、支护材料顶锚杆采用181800的金属螺
13、纹锚杆，杆体长度为1800mm，杆体直线度为2mm/m，尾部螺纹长度为80120mm，杆体横肋高1.3mm，杆体横肋间距12mm，铁托盘规格为1501508mm；帮锚杆采用长度为1600mm的金属管缝锚杆；铁托盘规格为1501506mm，孔径为24mm；锚固剂为MSK2335型，直径23mm，长度350mm，胶凝时间4190s，锚固力大于50kN,每根锚杆使用2卷锚固剂，每根锚索使用6根锚固剂；施工巷道宽5m时梯子梁规格为480080mm，用14mm螺纹钢加工制作；锚索由钢丝绳加工，规格为15.66500mm；钢网规格为长宽=1 m1.6m；锚索梁使用14#槽钢加工梁长3000mm，两孔间距2
14、200mm,孔两端保留400mm,每套锚索梁配套使用两块钢板，钢板厚10mm,长200mm,宽200mm,钢板孔径15.6mm。4、支护材料的存放管理（1）木材、支护材料要归类存放于顶板完好、通风良好、无淋水的地方，达到整齐、清洁，不得影响通风、运输和行人，挂好标志牌管理。（2）损坏的支护用品要及时外运升井交企管部废旧材料回收处。四、质量标准及要求表1-5 锚杆支护质量标准检查项目（设计值）质量标准及允许偏差合格（mm）优良（mm）保证项目锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求锚固剂的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求基本项目巷道净宽（中心距巷帮）0+500+30巷
15、道净高 0+500+30顶、帮锚杆安装质量安装牢固，托盘基本密贴壁面，不松动安装牢固，托盘密贴壁面，未接触部位必须楔紧顶锚杆的预紧力：顶锚杆100NM最低值不小于设计的90%最低值不小于设计值顶锚杆的抗拔力：顶锚杆80KN最低值不小于设计的90%最低值不小于设计值锚网质量（搭接长度100mm,每隔300mm一连）符合设计要求，网间压接基本牢固符合设计要求，网间压接牢固，并压实允许偏差项目顶、帮锚杆间排距100顶、帮锚杆孔深度2050顶、帮锚杆方向与井巷轮廓线夹角75顶锚杆外露长度20mm外露长度50mm表1-6 锚索支护质量检查项目（设计值）质量标准及允许偏差合格（mm）优良（mm）保证项目锚
16、索的材质、规格、强度、结构必须符合设计要求锚固剂材质、规格、配比、性能必须符合设计要求基本项目锚索梁的钻孔方向钻孔轴线与设计轴线的偏差角3钻孔轴线与设计轴线的偏差角2锚索安装深度不小于设计深度的95不小于设计深度锚索锁定后的预应力（100kN）最小值不小于设计的90%不小于设计值允许偏差项目锚索间距100锚索孔深度0+200锚索外露长度100第四节 支护工艺一、施工顺序交接班安全检查综掘机切割出煤敲帮问顶临时支护永久支护文明生产。二、临时支护工艺1、综掘机割煤出货后，综掘机司机将其退后5m，截割头落地，停电闭锁后司机随身携带专用钥匙，然后其他人员方可由外向里进行临时支护架设。2、在距迎头第一排
17、锚杆前方400mm处开始架设第一排临时支护，前探梁紧固有效。3、如顶板不平整，背板不能接顶，需用半圆木（木楔）备实顶部。4、背板和前探梁不用时要整齐码放于迎头后面。三、锚杆施工工艺1、打锚杆眼应遵循下列规定（1）打眼前要敲帮(窝头煤层)问顶，撬除活煤石聋块，保证安全。（2）打顶锚杆眼之前先架设临时支护，然后方准打眼，严禁空顶打眼。（3）根据设计检查巷道规格质量并使其符合设计要求。（4）用巷道中线和锚杆间排距定出锚杆眼位，找平接触面做出标记。间排距误差要符合设计标准。（5）锚杆眼应尽量与层面或主要裂隙面成直角布置，偏差不得超过15。（6）采用长短钎打眼，以保证锚杆眼的方向在一个平面上。（7）预量
18、钎杆长，在钎杆上作出标记，以便掌握打眼深度。（8）打锚杆眼时，工作人员要站在安全地点，钻机前严禁站人防断钎伤人。2、金属螺纹锚杆安装（1）安装前，必须检查巷道规格，锚杆眼方位 、眼距、排距，锚杆各部件等是否符合要求。（2）安装前，要检查眼的深度、平直度。（3）安装锚杆前将眼孔内煤岩粉清理干净（用钻杆来回抽动清眼），确保锚固剂与锚杆眼壁良好接触。（4）安装前，应检查锚固剂型号颜色和手感是否柔软，如有硬化、结块、破裂、变质等异常现象，严禁使用。（5）安装时，先将连套拧在杆体尾部螺丝上，用杆体量准眼深划好记号，再用杆体将锚固剂缓慢送入眼底，然后启动搅拌器，逆时针旋转，缓推猛搅，逐渐将杆体送到眼底，搅
19、拌时间为20秒，不得在锚固剂未送到眼底的情况下开动搅拌器，以防锚固剂集中不到眼底，失去锚固力，每根锚杆使用2卷锚固剂。（6）搅拌完后立即在眼口将杆件楔牢防止固化期间杆体发生位移，保证固化后，锚杆与孔壁之间产生良好的粘结效果。（7）上托板时间：搅拌后15分钟(如温度变化，可按现场具体情况，确定上托板时间)，托板必须紧贴岩面，紧固螺丝必须拧紧，严防松动。（8）巷道顶部较高，安金属螺纹锚杆前，要搭牢固的脚手架，同时皮带运输机严禁运转。（9）安装、搬运过程中，严防锚固剂中固化剂(白色)接触损坏眼睛，如不慎接触，要马上用清水冲洗干净，以防腐蚀损坏眼睛。（10）破损的锚固药卷应及时处理，运输矸石时运到地面
20、矸堆。（11）必须用箱装运锚固剂，装运过程中，必须轻拿轻放，箱子要直立，堆码整齐环境干燥的地方，严禁碰、摔打、挤压，以防锚固剂破裂失效。（12）每施工完300根锚杆由生产技术部、安监部和施工单位进行一组（3根）锚杆拉力试验，用油漆做好标记并做好记录且签字，如出现不合格锚杆要重新补打锚杆，且按照安顺煤矿工程质量管理办法对相关责任人进行处罚。（13）施工中如有异常情况，及时向有关部门反映，以便尽快处理解决。3、帮部锚杆安装（1）使用气腿式凿岩机（或者帮锚机）打帮锚杆眼。（2）安装前，必须检查巷道规格，锚杆眼方位 、眼距、排距、直径、深度、平直度，锚杆各部件等是否符合要求。（3）安装前用特制顶锤套上
21、锚杆(并配上托盘)，利用风钻的撞击力把管缝式锚杆推进锚杆眼内。（4）安装时，风钻及顶锤、管缝式锚杆和煤（岩）孔四者的中心线应当在同一直线上。风钻的风压在起始时不要开得太大，等锚杆进入13深度时再开大气阀，进行全力推进。四、锚索施工工艺打锚索时必须有经验丰富的老工人现场监护安全状况，作业时必须有专人负责监护顶板状况，发现问题及异常情况，立即停止作业进行处理。1、安装方法当巷道按设计要求支护合格以后，用气动锚杆钻机湿式打眼。打好眼后，并用压风将眼内的残渣吹净。安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用，每根锚索至少使用6卷锚固剂。用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，
22、用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，配合要娴熟得当以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。一人扶住机头一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在2030秒，确保搅拌均匀。停止搅拌后，须继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后收回锚杆机。10分钟后装上托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。2人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。卸下张拉千斤顶（注意
23、用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。2、锚索孔深误差控制在0+200mm。3、锚索外露长度控制在小于或等于100mm。4、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。5、搅拌树脂药卷后1015分钟张拉锚索，张拉预紧力控制在6080KN 。6、锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补打。7、锚索锚固力不小于或等于100KN。8、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。五、每米巷道支护材料消耗表
24、1-7 每米巷道支护材料消耗序号材料名称规格单位数量备注1金属螺纹锚杆181800mm套8.752金属管缝锚杆1600mm套2.53梯子梁4800mm80mm架1.25 巷道使用该梯子梁4钢网1 m1.6m片3.445树脂锚固剂MSK2335支246锚索15.6mm6500mm套0.67第四章 施工工艺第一节 施工方法一、掘进方式1、9105轨道顺槽采用ELMB75C综掘机沿M9煤层切割，同时采取破顶破底相结合，并自行装煤由胶带输送机运至东翼运输上山皮带输送机方式掘进。2、施工工艺流程：检查瓦斯及安全隐患排查试车进刀割煤出货敲帮问顶临时支护永久支护进入下一循环。3、顶板完好时掘进循环进度为2.
25、0m，顶部锚杆支护应紧跟迎头， 不超过800mm的空顶距离，然后方可使用综掘机掘进；当巷道顶板较差时，掘进循环进度为1.0m，施工时应根据现场实际情况，顶部支护应紧跟迎头，控顶距不超过600mm的距离，然后方可使用综掘机掘进。4、检修工艺流程检修前准备检修综掘机各部位、加油、更换截齿，检修皮带输送机延伸，其他工作正常掘进。5、综掘机切割工艺综掘机采用横向往复式截割，切割时将截割头调至巷道左下角，开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，进刀深度以0.5米为宜；掘进断面既有煤，又有岩时，应先破煤再破岩。待截割完毕并打完永久支护后，再进行下一个循环，往复进行。6、见附图五：综掘机切割示意
26、图二、支护方式1、9105轨道顺槽巷道永久支护采用“锚杆金属梯子梁钢筋网锚索梁”支护，临时支护使用前探梁支护，顶锚支护距巷道迎头最大距离不超过800mm。巷帮上帮支护采用“管缝锚杆土木格棚”支护，帮部支护距迎头距离不得大于6米，锚索梁支护紧跟迎头，最远一组不超过6米。2、按照生产技术部给定的施工中线(偏中线)，沿M9煤层顶板采取破顶破底相结合掘进。三、运输方式采用综掘机自行装货配合人工攉煤至9105轨道顺槽胶带输送机，搭接东翼运输大巷皮带，运煤至煤仓。四、施工设备与供电情况表1-8 施工设备与供电情况序号名称型号单位数量动力配套方式1 综掘机ELMB-75C台1电动独立2胶带输送机SDJ800
27、/240台1电动独立3锚杆机MQT-120台3风动独立六、工艺流程图掘进工艺流程图见表。表1-9 掘进工艺流程图20分钟20分钟10分钟30分钟160分钟20分钟160分钟敲帮问顶临时支护试车进刀割煤出货60分钟永久支护文明生产整理工具检查瓦 斯 交接班准备七、打排放孔及防突措施效果检验 交接班安全检查处理隐患排放孔效果检验交接班（如措施无效则不能掘进，继续施工排放孔）。第二节 装载与运输一、设备配备一部SDJ800/240胶带运输机。表2-0 运输机主要技术参数总长度运输能力宽度带速匹配功率800m400T/h800mm2m/s240kw二、设备使用及要求1、综掘机割煤自行装煤出货，胶带运输
28、机运煤。2、运煤过程中直径大于50cm的大块需打碎，各个转载点要安装喷雾装置。3、铺设皮带运输机时，必须铺设平直。4、皮带运输机的转载高度不超过0.5m。5、应设专人管理SDJ800/240胶带运输机，保证设备性能完好。6、胶带运输机机头、机尾两侧及巷道两帮浮煤，每班要及时清理干净。三、运煤系统工作面东翼运输巷煤仓主井地面。四、运料系统地面副井井底东翼轨道巷东翼第六联络巷东翼运输巷工作面。运料采用轨道运输，没有轨道的巷道用手推车或人工背运运料。第三节 管线敷设1、根据生产设计需要，巷道通尺50米前风筒吊挂在巷道左侧，通尺50米至868米段风筒吊挂在巷道右侧，吊挂要平直整齐、逢环必挂，不影响运输
29、和行人。风筒出风口到工作面距离：风筒距迎头5米（见附图二：巷道施支护断面图）。2、风管、水管用金属链条吊挂在帮部锚杆上，吊挂在巷道右侧，每隔36米吊挂一处，每隔50米放置一个三通，,水管距风管200mm。3、电缆挂钩吊挂在巷道皮带靠行人侧皮带杆正上方，各类电缆必须悬挂在电缆钩上。每隔0.8m使用电缆钩悬挂一处，悬挂高度不低于1.6m。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距140mm。吊挂平直，间距均匀，严禁电缆交叉吊挂，严禁电缆上放衣服等其它物品（见附图二：巷道支护断面图）。管线敷设方式见表2-1。4、瓦斯抽放管吊挂在巷道左帮，距顶板300mm，每隔6米悬挂一处，吊挂平直，间距均匀。表2-1
30、管线敷设方式序号名 称规 格 型 号吊 挂 方 式与底板间距/mm与迎头间距/m1风筒800mm吊挂1200不大于52瓦斯抽放管150mm吊挂1800不大于203风管76mm吊挂800不大于204水管76mm吊挂600不大于205电缆70mm电缆钩1600不大于100第四节 设备及工具配置设备及工具配备见表2-2。表2-0 设备及工具配置表序 号设备、工具名称规格型号单 位使 用 数 量备 用 数 量1综掘机ELMB75C台102风动锚杆机MQT-120台323局部通风机FBDNO6.3台114风泵PQW30-30-5.5/660V台215风煤钻ZQS-35/1.5台316激光指向仪YBJ-5
31、00(B)台117控制开关QBZ -200台18控制开关QBZ-120台29控制开关QBZ-80/660(380)N台110馈电开关KBZ-400(1140/660)台111综 保ZBZ-4.0/1140(660)台112水泵5.5KW台113胶带输送机SDJ-800台114电话防爆部217铁锹把5218手镐把3129锤把120扭矩扳手把1第五章 生产系统第一节 通风一、掘进通风参数计算及风机选型1、风量计算（1）按工作面最多人数所需风量计算Q1=4Nm/min；Q1=430=120（m/min）；式中：Q1掘进工作面按人数计算所需要的风量，m/min；4每人每分钟需要的标准风量，4 m/人；
32、N掘进工作面工作交接班时最多人数30人。（2）按照瓦斯涌出量计算Q2=100K掘通q掘 =1001.552.0=310m/min；式中：Q2掘进工作面按瓦斯涌出量计算所需要的风量，m/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.0；q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m/min；取1.55；（3）按局部通风机实际吸风量计算所需风量计算Q3Q局260m/min；式中：Q局局部通风机实际吸风量，m/min；（4）按风筒漏风率计算所需风量P=1/(1-LP100/100)= 1/(1-900P100/100)=1.22L掘进工作面通风距离，m；P漏风系数（我矿百米漏风率为2%）；2、风量选择
33、综合以上四种计算方式可知，该巷道掘进过程中所需风量至少为Q实= Q最大= Q2P=378.2m/min。3、按风速验算根据上述结果，选取最大风量Q=378.2m/min作为验算依据。煤巷掘进最低风量Q掘煤15S=15（5.02.2）=165 m3/min煤巷掘进最高风量Q掘煤240S=240（5.02.2）=2640 m3/minQ掘煤煤巷掘进工作面所需风量，m3/min；S掘进巷道的平均断面积，m2；符合煤矿安全规程规定。4、风机选型 （1）局部通风机选择根据以上计算选择FBDNO6.3型局部通风机，功率230KW，吸风量为260630m/min，满足要求,风筒选用800 mm胶质阻燃风筒,
34、风机按双风机双电源自动倒台配置。此外，在实际的生产中要按照上月工作面实际瓦斯涌出量重新核定风量并在月补充中说明（掘进中如瓦斯涌出量增大必须重新核定需风量，根据需要更换风机）。表2-3 局扇技术参数指标型号外径（mm）风量（m3/min）电动功率(kw)风压（Pa）最高全压效率比A声级噪声dBFBDNO6.3800260-630230200085%25（2）风筒口到工作面的最大距离风筒到掘进工作面迎头的距离5米。二、局部通风机安装地点和要求1、局部通风机安装地点采用压入式通风，风机安装在东翼运输大巷正反向风门外的新鲜风流处。2、局部通风机安装要求（1）两台风机必须离防突风门10米处安装固定顶板上
35、。（2）风机开关必须置于开关台上，距离底板不小于300mm。（3）局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现三专（专用线路、专用开关、专用变压器）“两闭锁”（风电闭锁、瓦斯电闭锁），经常检查其完好状况，发现问题，及时处理。一台局部通风机只准向一个工作面供风。（4）局部通风机的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（包括电缆接线盒）有衬垫（不漏风）。（5）风筒吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死弯现象。（6）风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。（7）风筒必须安装风量传感器，距工作面迎头出风口距离不大于30米。（8）必须保证风机连续运转，工作面无论检修、交接班等都不准停开风机，如需
36、停电检修或其它原因需要停风时，必须制定停风、停电和恢复送风、送电安全技术措施，经相关部门及总工程师批准后方可执行。三、通风系统1、进风：主、副井东翼轨道大巷一盘区第二联络巷东翼运输巷局部通风机工作面。2、回风：工作面9105轨道顺槽回风联络巷东翼回风大巷中央风井地面。(附图七：通风系统示意图)第二节 压风一、供风路线风源来自地面工业广场压风机房，该机房安装4L-20/8型压风机3台，承担井下一采区采掘工作面用风。通过压风管路送入9105工作面轨道顺槽。压风系统：主井东翼轨道大巷一盘区第一联络巷东翼运输巷工作面。压风设备技术参数见表2-4。表2-4 压风设备技术参数表序号设备名称型号数量/台轴功
37、率转速配套电机额定排气压力1空气压缩机4L-20/83120KW400r/minJR127-80.8MPa二、供风管路工作面压风管采用76mm无缝钢管，连接均采用76mm快速接头连接，按标准铺设。三、使用压风的要求1、工作面每隔50米设一处供风阀门，以便续接压风管。2、压风阀门应缓缓加大，满足使用即可。3、压风阀门开启前，应与工作面工作人员联系好，把压风胶管固定牢固后，方可开启，防止突然送风时压风胶管伤人。4、工作面漏风及时处理，工作面停止工作时及时关闭压风阀门。第三节 瓦斯抽放及防突设计掘进过程中必须严格按照煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定的要求贯彻执行，防突工作坚持区域防突措施先行，局部
38、防突措施补充的原则。加强现场管理和技术管理，杜绝突出事故，防患于未然。一、区域综合防突措施1、突出危险性预测本采煤工作面按突出危险区管理，不采取区域突出危险性预测，直接采取区域防突措施。2、区域防突措施在9105轨道顺槽根据巷道设计施工顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯措施，进行区域防突措施。3、区域防突措施效果检验由通防部人员负责区域防突措施的效果检验，并根据我矿相关验收制度进行分析、落实区域措施钻孔施工情况，不符合本设计和有关规定、标准的不予检验。本工作面采用残余瓦斯含量作为效检指标。掘进工作面经区域效检后分为有突出危险区和无突出危险区。有突出危险区由通防部负责制定防突补充措施，无突出危险区直接
39、采取局部综合防突措施。（1）测点布置沿掘进工作面掘进方向区域措施钻孔不低于60m范围布置至少3个检验测试点。各检验测试点应尽可能远离测试地点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域应适当增加检验测试点。（2）井下取样及初速度测定各测点钻头开孔钻进至预定位置后，换用取芯管进行煤样采取。在取样过程中记录：停钻时间、开始取样时间、取样结束时间和开始解析时间。取样过程中，尽量缩短取样时间，若开始取样时间到开始解析时间超过40min，样本作废。煤样装进煤样筒密封后，连接井下解析仪，记录开始解析时间，每分钟记录一次数据，持续30mi
40、n。井下解析结束后，关闭煤样筒阀门，检查密封性后送达地面。（3）地面解析煤样送达地面后，将煤样与大量程解析玻璃管组连接，当1min解析量小于5ml时可结束解析，记录解析数据。（4）煤样称重、粉碎称取2份煤样，每份重量100g200g，并保证两份同等重量的煤样与总煤样具有相同特征。（5）粉碎解析将称取的2份煤样分别放入粉碎机料钵内，粉碎解析35min，当每1min解析量小于10ml时即可结束解析。若两份煤样粉碎解析量相差超过30%时，需重新称重粉碎解析。（6）数据处理根据测定过程中各记录数值，采用残余瓦斯含量计算软件计算出常压可解析瓦斯含量和常压不可解析瓦斯含量，两个数值之和即为煤层残余瓦斯含量
41、。并能推算残存瓦斯压力值。当残余瓦斯含量小于8m3/t或残存瓦斯压力小于0.74MPa的区域为无突出危险区。 二、局部综合防突措施1、突出危险性预测本工作面采用复合指标法作为预测指标，经工作面预测后划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。（1）预测参数及指标由通防部人员进行工作面突出危险性预测。预测检验指标为：利用瓦斯涌出初速度q和钻孔最大钻屑量S两参数法对工作面突出危险性进行预测。预测孔沿工作面本煤层在措施孔之间布置，钻孔控制前方效检超前距2m。由于目前安顺煤矿尚没有摸索出M9煤层效检指标的临界值，因此参照防治煤与瓦斯突出规定的规定执行。效果检验指标临界值见下表表2-5 防治煤与瓦斯突出规定的临界值S(Kg/m)q（L/min）危险性65有突出危险65无突出危险（2）突出预测方法瓦斯涌出初速度q根据设计布置三个钻孔，投影孔深为8m，孔径42mm，钻孔尽量布置在软煤层中, 2#（预测位置位：2m、4m、6m、8m）钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向； 1#、3#（预测位置为3m、5m、7m、9m）钻孔开孔口靠近巷道两帮各1m处，终孔点位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m。采用专用的封孔器封孔，封孔后测量室为1.0m;瓦斯涌出初速度q的测定必须在打完钻后2min内完成；当实测得q值等于或大于临界值qm时，掘进工作面预测为突出危