掘进作业规程2011.114会审版.doc

掘进作业规程2011.1。14会审版

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2

个人收集整理 勿做商业用途

庄上煤矿掘进工作面作业规程
编号：掘51001号

工作面名称：5101工作面回风顺槽（下部）
编制人:张浩南
施工负责人：刘建平
总工程师：张利文
批准日期:2010年11月1日
执行日期:2010年11月15日

会 审 意 见

会审单位及人员签字

总工程师： 年 月 日
安全矿长： 年 月 日
生产矿长： 年 月 日
机电矿长： 年 月 日
通风矿长： 年 月 日
调度主任: 年 月 日
安监站长： 年 月 日
技术科长： 年 月 日
质标主任: 年 月 日
通风科长: 年 月 日
机电科长: 年 月 日
监控主任： 年 月 日
运输队长: 年 月 日
皮带队长: 年 月 日
掘进队长: 年 月 日

一、存在主要问题

二、处理意见

第一章　概 况
第一节　概 述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为5号煤5101工作面回风顺槽下部（以下简称51001）。
二、掘进目的及用途
回采5101工作面,满足回采时的回风、运料要求。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限
51001巷设计长度为780米（平距)，平均坡度4°。服务年限15个月。
四、预计开竣工时间
本掘进工作面自2010年12月份开工，预计2011年5月份完工.

第二节 依 据
一、矿井60万吨/年初步设计说明书及批复时间
矿井60万吨/年初步设计说明书设计5号煤层开采划分为一个采区，批复时间为2010年6月25日.
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《5101工作面地质说明书》,批准时间为2010年10月5日。
三、矿压观测资料
4号煤回采工作面煤柱下方应力集中。其详细数据参考5号煤采区进、回风巷矿压观测资料。

第二章 地面相对位置及地质情况

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
51001巷道井下和地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

表1 井上下对照关系情况表

水平采区
+755m水平一采区
工程名称
5101工作面回风顺槽
地面标高/m
+820—+1034
井下标高/m
+680—+730
地面相对位置、建筑物、
及其他
由东向西穿过张家垣旧村、圪塔垣.张家垣村现已搬迁；
地面标高+820—+1034m
井下相对位置对
掘进巷道的影响

东接4号煤采区运料巷，南部为实体煤层，西、北邻同德煤矿矿界保安煤柱，
顶部为我矿4203回采工作面的尾巷,现已密闭

邻近采掘情况
对掘进巷道的影响

暂无

第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数、层间距。
5101巷沿5号煤顶板掘进，煤层结构简单，煤厚1。5m-2。01m，平均1。85m,由东向西逐渐变厚，硬度系数∮约为3-4，与上方4号煤层层间距平均6.83m，与下方8号煤层平均44.16m。顶、底板岩性特征见表2。
表2 顶、底板岩性特征
顶底板名称
岩石名称
厚度/米
岩性特征
顶板
基本顶
砂质泥岩
3.5
灰白色,位于4#煤底板，相对直接顶致密、坚硬
直接顶
泥岩
3.1
灰白色
伪 顶
炭质泥岩
0。23
灰黑色、仅局部发育
底板
直接底
砂质泥岩
1。5
灰色、水平层理块状构造、含炭物质多
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤的自燃倾向性和爆炸性。
瓦斯预测:根据2010年度瓦斯等级鉴定结果和5号煤已形成巷道的瓦斯涌出情况可知：5号煤CH4绝对涌出量为1。23m³/min；CO2为0。67 m³/min.属低瓦斯煤层，但由于矿井4＃煤原为高瓦斯煤层，故全矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井。
煤层自燃倾向性和爆炸性：根据山西省煤炭工业局综合测试中心的鉴定结果，5号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ级，属不易自燃类型,5号煤层煤尘具有爆炸性。
附图1:煤岩层综合柱状图(后附）

第三节 地质构造
本井田总体为一单斜构造，煤层倾向为E-W，煤层倾角4°-6°，平均4°，为近水平煤层,未见断层、陷落柱和岩浆侵入现象。地质构造复杂类型为简单。

第四节 水文地质
1、水文情况
（1）根据矿井地质报告提供，矿井水文地质类型为中等。地表水对本区域充水影响不大，但4号煤存在采空区积水的可能，同时4号煤层底板中粒砂岩含水层被破坏，在本巷道掘进过程中，其裂隙水涌出。
（2）涌水量情况。预计最大涌水量为3m³/h，正常涌水量为0。5m³/h.
2、防治水措施
（1）在掘进过程中需及时扒砌好水沟、并保持水沟畅通,工作面应配套安设排水设施。
（2)坚持“预测预报，有掘必探,先探后掘”的原则。预计4号煤存在积水为重要防治对象，按《煤矿防治水规定》严格进行探放水（探放水设计另行编制）。
第三章　巷道布置及支护说明
第一节　巷道布置
依据5101工作面设计,51001巷沿5号煤层布置，由于5101工作面回风顺槽设计长度1680m，因单巷掘进长度太长，通风瓦斯管理困难，故采用原4号煤系统将该顺槽一分为二，即51001巷道为5101工作面回风顺槽下部。开口(变坡点）位于4号煤西八顺与采区回风巷交叉处，开口坐标为X=4140977。789，Y=1949790.438,方位角249°59′30″。底板标高735.543。开口后（变坡点）以10°的坡度向5＃煤破岩掘进，预计 55m后全部进入5#煤层，再按同一方位角沿5号煤顶板掘进，总工程量780m（平距)，巷道结束于开切眼位置.
51001巷道断面为矩形，巷道毛宽3。4m，毛高2。6m,断面设计掘进8。8㎡，净断面8.0㎡.因煤层高度不够2。6m，则沿顶起底掘进。
附图2:51001巷开口大样图（后附）
附图3：51001巷道位置关系平面图（后附）

第二节 矿压观测
根据集团公司生技部生字［2009]号《加强煤巷锚杆支护管理的规定》的要求，该巷道要进行顶板离层监测，顶板和两帮移近量监测,锚杆和锚索载荷及锚固力监测。观测内容、目的及手段见表3.
表3 观测仪器一览表
序 号
名称及规格
数 量
备 注
1
测杆（或测枪)
2

2
离层指示仪
9套
LBY-3
3
压力指示仪
45套
MYC-16
4
锚杆拉力计（40T）
4台
MLJ—40（T）
5
扭力扳手
2把

51001巷全部进入5号煤15m后，开始布置测站，测站间距100m，共设9个测站。每个测站设置一个观察断面。
螺母拧紧力矩每班必须抽查，直到巷道施工完毕。所需仪器数量见表4.
表4 矿压观测内容、目的及手段一览表
序 号
观测内容
观 测 目 的
测 试 手 段
1
巷道表面位移
监测巷道相对变形量,从而判定稳定性
测杆、测枪
2
顶板离层
监测顶板稳定状况,及时采取安全措施
离层指示仪
3
锚杆受力
检测锚杆强度是否合适，以调整密度
压力指示仪
4
螺母拧紧力矩
检查锚杆安装质量
扭力扳手
为准确掌握巷道的变形规律，在煤巷开始时应及时进行巷道表面位移观测.监测数据与支护设计不符时，应及时查明原因，改进工艺或设计。

第三节　支护设计
一、巷道断面
51001巷采用锚索网支护，断面为矩形，毛断面中高×中宽为2。6m×3.4m,净断面中高×中宽为2.5m×3。2m。
附图4:巷道支护断面图
二、支护方式
（一）临时支护
采用前探梁作为临时支护，前探梁选用Ф50㎜钢管，3m长2根，吊环为自制的前支护可调吊环，并焊上与锚杆螺帽相对应的螺母。安装时,严格敲帮问顶制度,用长柄工具找掉浮煤、活石、碎矸；将吊环拧在最前2排顶部锚杆上，每根前探梁采用2个吊环，将永久支护所用的W钢带由外向里将前探梁和丝网托住，用大木楔在前探梁的外端背紧,使前探梁前后背实接顶。爆破后应先安装前探梁，后打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。
临时支护示意图见附图5.
（二）永久支护
采用锚索网支护方式作为永久支护，支护材料为树脂锚杆、可回收锚杆、钢绞线锚索、菱形金属网、W型钢带、钢筋梯子梁、木垫板等材料。
三、 支护设计
（一） 设计方法
根据矿井60万吨/年设计，结合已施工5号锚索网巷道的经验数据,采用工程类比法进行该面锚杆支护设计。
（二）类比工程的选择与比较
5号煤进、回风大巷均采用锚索、锚杆挂网支护，于2010年6月份形成，目前进、回风大巷整体状况良好，能够满足安全及生产需要。
5号煤进、回风大巷的支护参数对51001巷的锚杆支护设计有重要参考价值。
（三）支护参数的设计
51001巷顶板支护设计为：锚索＋锚杆＋W型钢带＋金属网联合支护。
1。顶板采用5根无纵筋螺纹预拉力锚杆加3200㎜W型钢带、菱形金属网联合支护，锚杆长度为2400㎜，直径20㎜，间距为750㎜，排距为800㎜，采用加长锚固方式,顶部两端锚杆必须与水平方向成75°夹角斜向布置。每根锚杆采用一支CK2335快速树脂药卷和一支K2355中速树脂药卷,顶部锚杆扭矩不低于150N·m。菱形金属网规格为1000㎜×3400㎜,采用10号铁丝编制。
2．巷帮采用3根圆钢可回收锚杆加钢筋梯子梁及金属网支护，锚杆长度为1800㎜，直径为16㎜,间距为800㎜，排距为800㎜，采用塑料帐套锚固方式，帮锚上下两根锚杆分别与水平方向仰俯15°，帮部锚杆扭矩不低于60N·m，帮部菱形金属网规格为1000㎜×2500㎜，采用10号铁丝编制.
3。顶部每两排锚杆布置1根锚索，锚索有效锚固长度1000㎜，全长4500㎜,每根锚索采用2节Z2355中速树脂药卷和1节K2335快速树脂药卷，排距为1600㎜，锚索安装预紧力＞120KN.
4。巷道压力显现明显时，可根据情况适当增加锚杆、锚索密度，金属网换成钢筋网。必要时采用复式支护（加工字钢棚架）的方法。
（四)质量标准与检验
质量标准与检验见表5。
表5 质量标准与检验
项 目
设计尺寸、数量
允许偏差
巷道净宽(中宽)/㎜
3200
合格
0〜100
优良
0〜50
巷道净高（中高）/㎜
2500
合格
0〜100
优良
0〜50
锚杆扭矩/N·m
顶
＞150
符合设计
帮
＞60
符合设计
锚杆间排距/㎜
顶
750×800
合格
—50〜＋50
帮
800×800
合格
-50〜＋50
锚杆锚固力/kN
顶
＞100
符合设计
帮
＞50
符合设计
锚杆角度/（°）
见附图4
±5
锚杆外露长度/㎜
30—50
合格＜60，优良＜50
锚索排距/㎜
1600
—100〜＋100
锚索角度/（°）
见附图4
±5
锚索拉拔力/kN
≥180
符合设计
锚索外露长度/㎜
300
200-300

第四节 支护工艺
1.施工顺序：
安全检查（顶板、瓦斯、中线位置、工程质量、风筒距离、探头位置、煤尘及涌水情况等）→打眼（同时延长刮板)→放炮→降尘洒水→敲帮问顶→处理活矸→临时支护→出货→施工锚杆眼→进行锚网支护→收尾整理工程质量。
2.掘进落煤、出煤，掘进循环进尺1600㎜。
3。安装顶板锚杆：
（1)进行临时支护，同时铺设金属网、上钢带。
（2）施工顶板锚杆孔：采用2台孔径为Ф28㎜合金钢钻头。风动锚杆钻机按钢带孔位由巷道两帮向中间施工锚杆眼。巷道顶板锚杆杆体长2400㎜,孔深2300㎜—2350㎜.
（3）送树脂药卷：穿过钢带孔眼向锚杆孔先后装入CK2335和K2355树脂药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底.
（4)搅拌树脂：用带有专用套筒的风动锚杆搅拌器卡住锚杆螺母，然后边搅拌边升钻机推进锚杆至孔底，搅拌15s〜20s后停机。
（5)紧固锚杆:60s后再用钻机通过锚杆安装器边旋转边推进，使托盘快速压紧钢带及顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力，钻机输出扭矩大于或等于120N·m，最后在掘进迎头采用人工加扭的方式将扭矩增加至150N·m以上。
4．安装帮锚杆：
（1）按设计部位施工巷道帮锚杆孔：采用QJ45风动帮锚钻机，Ф16㎜×长1800㎜可回收钻杆，采用Ф44㎜钻头，打1700㎜—1750mm深钻孔.
(2)两帮连接金属网、铺设钢筋梯子梁、钢带.
（3）塑料帐套(帐套直径 43㎜)。
将金属杆体不带扁的螺纹端(有档圈点端）先穿δ=3的挡圈,再穿入帐套,再穿入锥体的孔中，然后用手拧入锥体当中的螺纹达到挡圈刚接触帐套为止,然后尾端穿入木垫，金属托盘，拧好螺母，这样就组成好一套完整的锚杆.将组装好的完整锚杆穿入已钻好并清理干净的钻孔中，推到底部，把锚杆钻机与金属杆体用连接套连接好,顶紧金属杆体,并转动锚杆钻机，这样马上就能使帐套帐紧。手持式锚杆钻机的扭矩一般为50N.m左右，再用大扳手或锚杆钻机拧尾部螺母，使M16螺母达到90N.m；这样才完成整体的锚固，从而达到了预紧目的。
5．安装顶板锚索:
（1）锚索必须紧跟迎头。
（2)安装顶板锚索。
施工顶板眼:施工眼深度为4200㎜。直径为15。24㎜，采用Ф ㎜合金钢钻头，孔径为 ㎜。（打眼后先用锚索插入孔内试探孔深是否符合要求，孔深不够时，须重新打眼，达到要求为止。
送树脂药卷：向孔内装入1支K2335和2支Z2355树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
搅拌树脂:用搅拌接头将锚杆钻机与锚索连接起来，然后升起钻机推进钢绞线， 边搅拌边推进,直至推入孔底，停止升钻机，搅拌20—30s后停机。
张拉钢绞线：10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力＞120kN。
安装完毕，进入下一个循环。
6．锚索网支护技术要求:
（1)顶锚钢带规格为长3。2m的W型钢带；帮锚钢带为Ф16圆钢焊割的梯子梁,长2。4m，两端空400㎜,中部每800㎜一个孔眼，共5个孔眼，顶锚杆为Ф20㎜×2400㎜等强锚杆,帮部锚杆为Ф16㎜×1800㎜可回收锚杆，锚索规格Ф15.24㎜×4500㎜的钢绞线.
（2)锚杆角度：锚杆垂直于顶部及巷帮，顶板及两帮两端锚杆以75°向顶帮打入。
(3）顶部金属网规格为1000㎜×3400㎜,帮部金属网规格为1000㎜×2400㎜,金属网搭接100㎜,用铁丝联网,联网扣间距200㎜。
（4）顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面，锚扞扭矩达到设计要求，钢带不能接顶处用背板接紧顶板。
（5）顶部锚杆每眼使用CK2335及K2355树脂锚固剂各1卷，CK2335锚固剂在眼底。锚索每眼使用K2335树脂锚固剂1卷及Z2355树脂锚固剂2卷，K2335锚固剂在眼底.
（6)锚杆、锚索搅拌时间为15~20s，搅到眼底后，必须保持推力1 min后才能松下锚杆钻机，锚杆开始预紧，锚索10min后开始张拉,张拉前必须找平眼口,锚索预紧力不小于120KN.
（7）锚杆必须做拉力试验，必须做顶板离层监测。
(8）当巷道顶板比较完整时，除顶部锚杆支护紧跟迎头外，两帮锚杆支护可以滞后迎头3～5排；当巷道顶板变差时,施工队组应根据现场实际情况，顶部锚索支护应紧跟迎头,两帮锚杆支护滞后迎头的距离也可适当缩小。
(9）当顶板比较完整时，顶板每两排施工1根Ф15。24㎜×4400㎜的锚索，锚索的排距为1600㎜；当顶板变差时,施工队组可以根据现场实际情况，在两排之间再增补1～2根锚索用以加强支护。严禁施工队组擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。
（10）施工队组要经常巡査巷道顶板情况，发现断锚断索时要及时补充。
7．支护质量要求
（1)打注锚杆必须严格按照规程中规定，照好中线找好锚杆位置画眼，间排距
误差为±50㎜。
（2）锚杆要求与岩层层面或主要裂隙面垂直，锚杆与顶板或巷道轮廓线夹角不
小于75°，锚索不小于80°。如因不可抗拒的原因造成施工断面超宽、超高，大于300㎜时，采取补打锚杆（索）加固并保证托盘紧贴顶和帮。

第四章 施 工 工 艺
第一节 施工方法
5101巷采用全断面一次成巷方法,掘进与支护顺序作业。
1．掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆.
2．永久支护为树脂锚杆支护，工作面临时支护必须采用前探梁支护，支护紧跟工作面。
3．按地测科给定的施工中线，沿5号煤层顶板掘进，煤层高度不够2。6m的沿顶起掘进。
4．装载运输采用工作面人工向刮板机装煤，搭接上带式输送机的方法。
5．交接班后，必须先进行“四位一体”的安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工.然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探支护,用大木楔使其接顶,并打紧背牢，然后进行打锚杆、永久支护、出煤,以此为一个循环。

第二节 凿岩方式
本规程所施工巷道均采用爆破的方法破岩。
一、打眼工具
打炮眼采用ZMS—12B型湿式煤电钻2台,1台工作、1台备用；打锚杆眼采用YSP-45型向上式凿岩机2台，1台工作、1台备用,分别配备1。0m、2。0 m风钎杆及麻花钻杆各2根；打岩石眼采用7655型凿岩机2台,1台工作、1台备用。动力电力来源于4＃煤采区变电所,经过KJZ5—400开关，使用不同平方的电缆经过综合保护开关,供工作面煤电钻用电。
二、降尘方法
采用湿式打眼、水泡泥定炮、放炮喷雾、出货前洒水、装岩过程中开放水幕的方法降尘。
第三节 爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200㎜（顶、底），帮400㎜。
一、爆破器材：
使用三级煤矿许用炸药,药卷规格为Ф35㎜×200㎜,重200g，1（脚线灰红色)、3（脚线灰蓝色）、5（脚线红绿色)段采用8号煤矿许用毫秒延期电雷管的引爆，MFB—200型隔爆电容式发爆器起爆.
二、装药要求
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，药卷必须向孔内。装药前必须将孔内清理干净，药卷间不得有岩 、煤 及其它杂物。不得使用非专用仪器检测雷管，雷管不得混合使用，抽取雷管时，只能拽线,不准拽管，雷管缠住，并将脚线末端扭结，任何情况下，不得解割雷管。

第五章　生产系统
第一节　通 风
一、 通风方式、通风设备及供风距离
51001巷采用压入式通风，选用2台FBD6.3－22KW×2型对旋式局部通风机， 风筒直径为1000mm,局扇安设在距回风口大于10m的新鲜风流中，预计最长供风距离为800m。
二、通风系统
风流路线：
(新鲜风）4号采区运料巷 局扇压入51001工作面 （污风）51001巷道 4＃采区回风巷.
三、 风量计算
（1)按瓦斯涌出量计算:
2010年3月山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发［2010］153号文《关于吕梁市山西柳林庄上煤矿有限公司4号、5号煤层瓦斯涌出量预测的批复》,认为我矿4、5号煤层瓦斯涌出量预测过程及结论符合《矿井瓦斯涌出量测方法》（AQ1018-2006）要求.该预测成果为： 5号煤层开采矿井瓦斯相对涌出量8。73m3/t，绝对涌出量1.74m3/min，为低瓦斯矿井。
Q掘=100×q掘×k掘通
Q掘=100×1。74×1.3=100×1。3=226 m3/min。
式中：
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘—掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌出量，m3/min；
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数，取1。3。
(2）按炸药量计算：
Q掘≥25A
25×10=250 m3/min
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
A-工作面一次爆破的最大炸药量kg
25—每千克炸药量需供风量不得少于25m3/min。
(3)按人数计算：
Q掘=4N=4×19=76 m3/min
式中Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min；
N—掘工作面同时工作的最多人数,19人；
4-每人每分钟的供风量不得少于4 m3/min。
（4）按风速验算：
按最低风速验算：Q掘=V掘×S掘　=0.25×60×10。5=157m3/min　
式中Q掘-掘进工作面的最低风量，m3/min
S掘—掘进工作面断面积，m2;　　
V掘—掘进巷道中的允许最低风速，
按最高风速验算:Q掘=240S掘=240×10.5=2520m3/min;
式中Q掘—掘进工作面的最高风量，m3/min；
S掘—掘进工作面断面积m2；
240—掘进工作面允许最高风速4.0×60=240m3/min。
157m3/min≤250 m3/min;≤2520m3/min；
经验算：工作面风速和风量符合规程要求。
二、计算局部通风机工作风量和风压:
1、局部通风机的所需工作风量:
a、风筒的漏风系数计算:
柔性风筒的用下式计算：
P漏=1/(1—nf）=1/(1-40×0。01）=1.67
P漏—柔性风筒的漏风系数
n-接头数，个（我矿采用20米一节的风筒,全长800米，最多风筒数为40节）
f—每个接头的漏风率，取0。01（采用双反边接头）
b、局部通风机的所需工作风量
因为：P率=1 /P漏 P率=Q出/Q机×100％
故:Q机= Q出P漏=1.67×250=417m3/min。
P率—柔性风筒的有效风量率（风筒的漏风系数的倒数称为风筒的有效风量率）
Q出—掘进工作面实际需要风量，m3/min
Q机—局部通风机所需的工作风量
2、局部通风机的工作风压计算：
a、压入式风筒的总风阻:
R摩=aLU/S3=24.5×3.14×800×10-4/0.385=78.4
式中: R摩—风筒的摩擦风阻
a—风筒的摩擦风阻系数取24.5(根据表一查的）
L-风筒全长
U—风筒的周长
S—风筒的断面积
R接=nr=40×0.15=6
式中： R接-风筒的接头的阻力
n—风筒的节数
r—每节风筒的接头的阻力U—风筒的周长
R局= R接+R弯+R口=6+1+0.8=7.8
式中: R局—风筒的局部阻力
R接—风筒接头的阻力
R口—风筒出风口阻力
R弯-风筒的拐弯和出口的阻力取0.8
R筒= R摩+ R局=78。4+7.8=86。2
R筒-风筒的风阻
R摩-风筒的摩擦风阻
R局—风筒的局部阻力
b、风筒的平均风量:
Q均=（Q机×Q出)—2=(417×250)-2=282m3/min=5.38m3/s
式中：Q均—风筒的平均风量m3/s
Q机—风机的工作风量m3/min
Q出—工作面所需风量m3/min
C、局部通风机的工作风压：
h全=R总×Q均=86.2×5.382=2498Pa　
或中h全—局部通风机的全压Pa　
R筒—风筒的风阻
Q均—风筒的平均风量m3/s
三、风筒的选择：
选用风筒要与局部通风机选型一并考虑，其原则是：
a、风筒直径能保证最大通风长度时，局部通风机供风量能满足工作面通风的要求。
b、在巷道断面容许的情况下,尽可能选择直径较大的风筒，以降低风阻，减少漏风;一般来说，通风长度500—1000m的巷道, 宜选用直径800———1000mm的风筒，我矿根据实际情况设计选用1000mm的风筒.
四、局部通风的选型：
在已知掘进工作面所需风量为250m3/min，局部通风机的工作风量为417 m3/min，工作风压为2498 Pa，确定局部通风机的合理工作范围，选择长期运行效率的局部通风机。经查阅各类局扇技术参数，我矿确定采用FBD5．5－22KW×2型对旋式局部通风机．其额定风量为530—260m3/min ，其额定风压为470—5550 Pa。
五、局部通风机的局扇前的全风压供风量
为了保证局扇前不产生循环风，防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，除了保证该段巷道中的风速不得小于0.15m/s外,还要保证安设局扇巷道中的风量必须大于局部通风机吸风量的1.3倍,
故：Q巷风=1.34Q吸=530×1.3=689m3/min
Q巷风=Q吸+0。15×60×10。5=530+95=624m3/min
式中：Q巷风—局扇前全风压需供风量
Q吸-所选局扇最大吸风量
经计算该处局扇前需供风量取689m3/min
配直径1000mm胶质阻燃风筒向工作面供风,2台FBD6.3－22KW×2型对旋式同型号的局部通风机搭不同电源并用切换三通与风筒搭接备用：
8：风机安装位置图（略〕。
五、通风瓦斯管理
（一）局扇安放位置及管理要求
当正规通风系统形成后，每一掘进工作面必须配备两台FBD6。3－22KW×2型对旋式同型号的局部通风机，并能自动切换（一台风机出现故障，另一台风机能自动进入工作状态），确保工作面的用风。安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定:
1、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。
2、局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的允许风速为0。25∽4m/s。
3、安装局部通风机要求离地高度大于30cm,局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积。
4、局扇实行挂牌管理,局扇管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点，局扇功率,负责管理人员姓名、检查时间、风机供风量瓦斯浓度.
5、每一局部通风机必须采用三专(专用变压器、专用开关、专用线路）供电，并符合“两闭锁”的要求。当局扇停止运转时，能自动切断局扇供风巷道中的一切非本安电源。
6、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风;因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。
7、恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
8、风筒的安装，使用必须符合下列标准：
⑴必须采用抗静电阻燃风筒。
⑵严格风筒管理,风筒要吊挂平直，接头严密，无破口,风筒出风口到工作面的距离必须小于5米，以保证工作面有足够的风量。
⑶风筒无破口（风筒末端的风筒除外）
⑷风筒接头严密,（手距接头20cm处，感觉不到漏风），风筒接头要双反压边。
⑸风筒吊挂平直，逢环必挂。
⑹风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯（弯度大于或等于900）,异径风筒要用过渡节,先大后小，不准花接.
⑺风筒跨过运输道时要保持风筒高于车沿20cm以上，防止车辆碰撞风筒。
（二）瓦斯检查制度
1、瓦斯检查工必须具有一定煤矿实践经验，掌握一定的通风，瓦斯知识和技能,经专门培训，考核合格，持证上岗.
2、瓦斯检查工下井时必须携带便携式光学甲烷检测仪，仪器必须完好，精度符合要求，同时备有长度大于1.5m的胶管（或瓦斯检查棍)温度计等。
3、瓦斯检查工必须严格按照通风科制定的瓦斯检查计划图表执行。每次检查的结果必须认真，准确地记入瓦斯检查手册和记录牌板上并通知现场作业人员，瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止作业，将人员撤到安全地点，采取措施进行处理.处理不了或超过处理权限时,应在瓦斯超限地点的通道入口处设置栅栏,揭示警标并及时向矿调度室报告。
4、瓦斯检查工作不得发生空班、漏检、少检(规定分工区域内的每一检查点每班至少检查三次），假检等不良现象，并做到井下记录牌板，检查手册,瓦斯台帐“三对口”.
5、瓦斯检查工必须严格执行井下手上交接班制度.
6、瓦斯检查工每班必须向通风值班室汇报检查的情况
7、通风科的值班人员，必须审阅瓦斯班报,掌握瓦斯变化情况,发现问题，及时处理。对重大通风、瓦斯问题、通风部门应制订措施，报矿总工程师批准，进行处理.
8、通风瓦斯日报，必须送矿长、技术矿长、安全矿长审阅.
（三）排放瓦斯
局部通风机停止运转造成瓦斯积聚,或其他原因需要排放瓦斯时，报矿总工程师批准，有组织地进行排放、排放瓦斯时必须符合下列要求:
1、排放回风系统内撤人、断电并设警戒。
2、排放回风流与全风压风流汇合处瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1。5%。
3、设置排放基地，基地应设在进风侧的新鲜风流中。
4、排放必须采取在汇合风流口靠近新风流一侧控风进行。
5、排放方法由矿总工程师根据具体情况确定。
6、任何局部排除瓦斯都应坚持低浓度排放原则,采用“增阻法"控制风量,使排出的风流同全风压风流混合后的瓦斯浓度不得超过1.5%，严禁一风吹。瓦斯流经区域内必须停电，撤人。
7、排放瓦斯工作要由外向里，先进风后回风依次进行。
8、排放结束后,只有巷道风流中瓦斯浓度不超过1。0%和二氧化碳浓度不超过1.5％时才允许向排放巷道内送电、恢复工作。

第六节 安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备
跟班队长、班组长、特殊工种作业人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：
1、掘进工作面安设甲烷传感器2台,T1距工作面迎头小于等于5米处，T2距汇合风流处10-15m处。
报警浓度：T1≥1。0%，T2≥1。0%;
断电浓度：T1≥1.5％,T2≥1.0％；
复电浓度：T1＜1%。T2＜1％；
断电范围:51001巷道内全部非本质安全型电气设备电源。
2、甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
3、甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他损坏。
4、安全监控设备必须定期进行调试、校正.每月至少1次。甲烷传感器，甲烷检测设备每7天必须用标准气样和空气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
5、掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁,监控工负责安设瓦斯电闭锁,施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护,严禁将瓦斯电闭锁私甩不用.
6、因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。
7、掘进工作面T1传感器由瓦斯员负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹.
8、洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上,以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。
9、每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。
三、局部通风机安设开停传感器。
工作面电器设备必须采用矿用隔爆型,设备必须进行接风电、瓦斯电闭锁装置.
附:监控布置示意图（10）

第七节 供 电
51001工作面的动力电源取至4号煤8号皮带机头低压660V侧ZD050号开关,采用MY3×35+1×16橡套电缆100米送至51001工作面配电点，配电点设1台QBZ-120、3台QBZ-80开关，分别控制51001进风顺槽工作面各皮带机、刮板机、探水机，5101工作面风电闭锁接ZD050开关。
负荷统计：设备安装总容量为117。5KW。
带式输送机 SSJ—650/40 1部 80KW
拉紧绞车 1台 7。5KW
刮板输送机 SGB—420/30 1台 30KW
探水机 ZL-350 1台 5.5KW
水泵 BQW12。5—60-4 1台 4KW
附:供电系统示意图（11)
第八节 排 水
一、涌水量
地测中心提供,5101 工作面预计最大涌水量为5 m3/ h，正常涌水量为2 m3/ h。
二、地质测绘
（ 1 ) 51001 下头标高-730m ;
( 2 )下头与51001一联4°顶连接处标高—690m；
( 3 )工作面最长排水距离为780m .
三、排水方案
根据巷道的高程,设计跟迎头的临时排水点，安装气动水泵、潜水电泵进行跟迎头排水，在迎头低洼处挖积水坑，坑深能满足排水泵要求即可.当掘进到工作面最下头时安装污水泵，直接至中央泵房水仓,由泵房排至地面.
四、最终排水计算
( l ）排水高度：
最大高度：hl=730—690=40m
( 2 ）管道损失:
h2=780m×0。01=7.8m
最大扬程：
H= hl+h2=40+ 7。8=47。8m
( 3 ）管道计算：按经济流速2.2m/s计算，即

( 4 ）管壁厚度：

式中p—-管内流体的静压，P=0.11Hg=0.11×105。5=11。6kg/cm2；
C——余量系数，取0。2cm;
σII--许应力,对铸铁管取200kg/cm2，焊接钢管取600，无缝钢管取800 kg/cm2。
考虑到矿井水对管路的作用,应偏大选取，故选δ=5mm标准热轧无缝钢管Φ68×5为排水管。
五、水泵及管路选型
( 1 )根据《 煤矿安全规程》 要求，排水能力选择如下：正常涌水量2 m3/ h; 24h 涌水量为24×2=48 m3;则选用水泵的流量需满足Q>，扬程H>47。8m 。根据计算选用BQW12。5—60-4型号的防爆隔爆型污水泵1 台,该泵扬程60m ，流量12。5 m3/ h,满足要求.
( 2 )管道：根据管径计算，选φ50mm 管子一路，采用快速卡子连接，巷旁吊挂方式。
附图;排水示意图(12）

第九节 运 输
一、 运输系统
1、装运设备
工作面采用人工出货，配备一台 SGB-30型刮板输送机，一台GPJ-650胶带输送机.
2、运煤路线
工作面煤矸→刮板输送机→胶带输送机→4#采区煤仓皮带。
二、 运料系统
1、运料设备
51001工作面轻型设备采用人工人力运料，重型设备采用人工推车并设安全技术措施。
2、运料路线
运输大巷→工作面
附图a:运输系统示意图（13)
第十节 照明、通讯和信号
51001工作面配电点设一台 型照明信号综合保护装置。输出电压127V。
一、 照明
工作面带式输送机机头设一盏矿用隔爆白炽照明灯。
二、 通讯
工作面刮板机头安设一部矿用本质安全型电话，电话号码:8012。电话安设点悬挂本矿内部所有电话号码。
三、信号
工作面带式输送机、刮板输送机的机头机尾各