采区轨道下山作业规程.doc

第一章 概 况

第一节 概述
一、巷道名称
41、42采区轨道下山
二、巷道用途
用于矿井41、42采区提高、下放物料需要。
三、设计长度
41、42采区 轨道下山全长523.3m，其中下山巷道长497.3m、13个躲避硐室26m）。
四、巷道坡度
设计坡度为-20度。
五、服务年限：30年
六、筹划开工时间：预测9月5日开工

第二节 编写根据

一、地质阐明书及批准时间
地质阐明书名称为《41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场地质阐明书》批准时间：4月
二、矿压观测资料；由神宁集团金能煤业分公司矿压组收集、分析。

第二章 地面位置及地质状况

第一节 相邻采区开采状况

相邻采区开采状况见附表1

附表1 巷道位置对照关系表
水平、采区
三水平
工作面名称
41、42采区轨道下山
地面标高
+1100m
工作面标高
＋602～＋400m
地面位置
41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场相对地面投影位置：新副井以西215m～920m、新副立井以北488m。
井下位置及四邻采掘状况
41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场为新采区开拓巷道，位于42采区。由41、42采区上部车场沿地层倾向由东向西向深部延伸。以南11m到+600m区段轨道石门；以西为41、42采区待开拓区域、以北97m到32区～31区600中央联系石门。

第二节 煤（岩）层赋存特性

41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场揭穿岩层以页岩、煤线、细砂岩、中粒砂岩、石英砂岩，砂质泥岩为主，煤线及附近岩层中有害气体赋存量大。煤岩层特性状况表见附表2
附表2 煤岩层特性状况表
指 标
参 数
备 注
岩层厚度（最小～最大/平均）/m
0.9～2.6/1.75

岩层倾角（最小～最大/平均）/（°）
18º～22º/20°

岩层硬度f
4～6

岩层层理（发育限度）
较发育

岩层节理（发育限度）
较发育

自燃发火期

绝对瓦斯涌出量（m3/min）

煤尘爆炸指数 （％）

地温（℃）
15°～17°

第三节 地质构造

1. 本工作面范畴内煤岩层走向37º30′～46º、平均43º30′，倾向北西，倾角18º～22º、平均20º。
第四节 水文地质

一、水文状况
本巷道在掘进过程中揭穿厚层状细砂岩中含水薄弱，但上覆厚层状中粒砂岩矿编Ⅵ富水性较强（层号26，历史最大涌水量53m3/h），预测41、42采区轨道下山及41、42采区下部车场掘进过程中揭穿小构造发育范畴巷道顶板会浮现滴、淋水现象，应加强排水力度。若4142采区轨道下山及41、42采区下部车场掘进过程中顶板淋水有增大趋势，停止掘进，打钻探放水。
预测最大涌水量0.88m3/min；正常涌水量0.02m3/min。
附图1：41、42采区轨道下山地质预想剖面图

第三章 巷道布置及支护

第一节 巷道布置

41、42采区轨道下山巷道布置在41、42采区运送下山与专用行下山之间，与它们之间距离为30m，北侧为41、42采区运送下山，南侧为41、42采区专用行人下山，东侧41、42采区绞车房，41、42采区西侧为+400m水平轨道石门。上部与41、42采区上部车场相连，下部与41、42采区下部车场相连。
附图2：41、42采区轨道下山平面图
附图3：41、42采区轨道下山剖面图

第二节 矿压观测
1.观测对象：41、42采区轨道下山
2.观测内容：锚杆受力状态监测、锚固力监测
3.观测办法：
（1）锚杆受力状态监测：每30m布置一组锚杆测力计，每组1个测力计托盘为特制铁托盘。
（2）锚固力监测：每支护100根锚杆检查一组，一组检查3根，测试拉拔力达到设计锚固力（50KN）为合格。
4. 数据解决：
采用施工时及时观测，对采集数据进行分析、解决后将成果反馈到设计和施工中，以便及时修改设计、指引施工。

第三节 支护设计

一、巷道断面
本巷道设计形状为拱形断面。
断面尺寸为：1－1断面S掘 =21.0m2，S净 =19.3m2；掘宽5.3m，掘高4.55m；净宽5.0m；净高4.4m；锚网喷+锚索，T＝150mm。2－2断面S掘 =18.1.0m2，S净 =16.4m2；掘宽4.84m，掘高4.27m；净宽4.6m；净高3.9m；锚网喷+锚索，T＝120mm。躲避硐室断面S掘 =4.3m2，S净 =3.6m2；掘宽2.2m，掘高2.2m；净宽2m；净高2m；锚网喷，T＝100mm。
二、永久支护设计
设计办法：解析法
锚杆设计锚固力：50kN
支护方式：锚网支护（树脂锚杆、金属网）
按悬吊理论计算锚杆参数
1.锚杆长度计算：
冒落拱高度
式中 B-----巷道开掘宽度，取4.64m；
f-----岩石结实性系数，砂质页岩取4。
H-----冒落拱高度
锚杆长度 （安全系数K取2，L1为锚固段长度，取0.5m，L2为露出围岩长度0.1m）
因而，锚杆长度选2.4m，满足规定。
2.锚杆间、排距计算：
间、排距
式中 Q----设计锚固力，50KN
r----围岩密度，取20KN/m3
由于本巷道为穿层巷道，因此选用锚杆间×排距为800×800mm＜1770mm，满足规定。
原设计为锚网喷支护，后矿方规定增长锚索加强支护。锚索间距:1－1断面为2200mm、2-2断面为㎜；锚索排距1-1及2-2断面均为2400mm。锚索长度为6000㎜及8000㎜，每间隔3排6000㎜长，布置8000㎜长1排，依次循环，每排均为2根。
附图4：41、42采区轨道下山永久支护断面图
41、42采区轨道下山锚索布置平面图

第四节 支护工艺

一、永久支护材料
1.锚杆：采用左旋高强度螺纹钢树脂锚杆，直径为20mm，长度2400mm；
2.锚杆托盘：
铁托盘：长×宽×厚=150mm×150mm×10mm，碟形铁托盘。
3.锚索采用规格为φ17.8×L6000/8000㎜钢绞线，锚固剂采用3支K2850树脂锚固剂，孔径为30mm，托盘规格为300×300×10mm。
4.锚固剂：MSK28/50型树脂锚固剂，每孔两节。
5.网：采用直径φ6.5mm钢筋制作钢筋网，长×宽=2500mm×900mm，网孔长×宽=100mm×100mm，网要搭接100mm，用14#铁丝联网，连网间距200mm；托盘必要压住压茬部位。
6. 喷砼：喷层为混凝土，砼强度标号为C20，水泥标号为425#水泥，砂为河沙，含水率4%-6%，碎石为5-10㎜碎石，砼配合比为水泥：砂：石子=1：2：2，水灰比为0.45，速凝剂为J85型，掺入量为水泥重量3%～5%。喷拱取上限，有淋水时可加大速凝剂掺入量，速凝剂必要在喷浆机上料口均匀加入。
二、锚杆安装工艺
1.打锚杆眼：
（1）按中腰线检查断面，不符合规定先解决合格。
（2）由外向里、先顶后帮顺序进行敲帮问顶，找掉活石危石。
（3）检查暂时支护与否合格。
（4）拟定锚杆眼位，眼位误差不得超过100mm，并在钻杆上做好锚杆眼深标记。
（5）打锚杆眼，应由外向里，先顶后帮。
2.安装锚杆：
（1）先将眼孔内积水、煤岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，眼孔方向不得有人。
（2）每眼2节树脂药卷，树脂药卷用锚杆慢慢送入眼底，开动锚杆安装机带动锚杆，边推动锚杆边搅拌药卷，搅拌工作持续进行，30s后停止搅拌。
（3）15min后，挂网，上托盘，紧固螺母，螺母拧紧力矩不不大于100N.m。
（4）遵循每打好一种锚杆眼，安装一根锚杆原则。
三、锚索施工工艺
1、钻孔：搭好工作台，运用风动钻机配合B19六方中空可接长钻杆和φ28mm钻头按设计位置钻孔。一人在工作台上扶钻机并接长钻杆，一人在工作台下扶钻机，第三人负责操作钻机，三人密切配合按顶锚杆打眼工艺逐根接好钻杆打设锚索钻孔达到规定规定，然后缩下钻机逐根卸下钻杆。
2、安装：运用锚索将3支K2850树脂药卷依次轻轻推送入孔底，锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，2人扶钻机，保持钻机与钻孔成一线。开动钻机边搅拌边推动锚索，先慢后快，待锚索插入钻孔达规定量后，全速旋转搅拌40s后停止，下缩钻机，卸下搅拌器。搅拌后锚索外露长度不得超过350mm。
3、张拉：锚索安装40min后，依次安装托板（槽钢）、锁具，使它们紧贴顶板。然后挂上张拉千斤顶进行张拉，观测油泵压力表读数达到2MPa后停止张拉，待人员所有撤至被张拉锚索下方半径5m以外后，方可继续张拉。待油泵读数达到35MPa以上后停止张拉，并扳动张拉油泵手把进行卸载，然后2人至工作台上卸下张拉千斤顶。若张拉千斤顶行程不够时，两人扶住千斤顶，将千斤顶回零，然后按上述办法继续张拉到规定规定。
4、安装托盘时，不得少于三人，一人抬起槽钢并将锚索插入槽钢孔内，另两人安装小托板及锁具，安装时要站在工作台上，三人密切配合。
四、喷射混凝土工艺
1.喷射前，检查工作面支护状况，锚杆紧固、网铺设与否符合规定，与否有网包，发现问题及时解决。
2.清除矸石杂物，清出墙基。
3.检查喷浆机、风水管、输料管接头与否牢固、严密，输料管要平直，喷浆机安顿要平稳，喷浆机送电空载试运转。
4.用高压风水冲洗岩面，并设喷厚标志。
5.喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面尽量保持垂直，且距离以0.8m～1.0m为宜。
6.供风压力为0.4MPa，水压应比风压高0.1Mpa，水灰比0.45，一次喷厚20mm～30mm，复喷时间如果超过2h，必要用高压水重新冲洗受喷面。
7.开机时，先给水，后开风，再开机。停机时，先停料，后停机，再关水，最后停风。
8.解决堵塞故障时，喷射手要紧握喷头，并将喷口朝下。
9.喷射质量：表面均匀、平整，无裂缝，无“穿裙”，无“赤脚”。
五、光爆锚网喷巷道工程质量规定
1. 巷道净宽：（中线至任何一帮）合格品为0~+150mm
2．巷道净高：（腰线至顶、底板）合格品为0~+150mm
3．锚杆：间、排距 +100mm。
孔深 0~+50mm。
外露长度 ≤50mm。
角度 105°≥x≥75°
4.锚索：
外露长度300+100mm。
间、排距误差±100。
预应力不不大于设计95%。
安装有效深度任意一根≥95%。
角度(90°) 87°≥x≥93°。
4.喷射混凝土： 表面平整度≤50mm。
喷层厚度≥设计值90%
基本深度≥设计值90%
5.水沟： 中心位置 +50mm。
宽度 +30mm。

深度 +30mm。
其他按照《神华安全质量原则化原则及考核评级办法实行细则汇编》（第四版）执行。
六、暂时支护
1.暂时支护方式：前探支护（双臂前探梁），运用锚杆端部做悬吊点，悬吊前探梁。
2.暂时支护材料规格：
（1）双臂梁采用直径为50mm钢管制作,长度为3000mm。端头焊接400mm长尖钎子，全长3400mm。
（2）钢筋网采用Φ6.5mm钢筋焊接而成，网孔100×100mm,规格：长×宽=2500×900mm。
（3）双臂梁数量：两根(每根用两个特制连接器连接)。
（4）暂时支护环为两个单环通过螺栓连接，螺栓直径为φ20mm，环宽为80mmm，直径为90mm，壁厚为8mm。
3.暂时支护操作过程及规定：
（1）爆破后，先敲帮问顶，清除活矸危石，及时架设暂时支护；作业人员必要站在顶板完好永久支护下，将双臂前探梁前端插入已预留500mm孔内，后端用特制连接器与后排顶部已支护好锚杆尾端连接牢固，每个前探梁必要有两个连接器与锚杆端部固定，连接器用φ16圆钢与120×120×10mm碟型钢板焊接制作。
（2）在双臂梁上铺好钢筋网，钢筋网与双臂梁之间用14#铁丝捆绑牢固，未接顶处用板材刹紧背实。
（3）架设双臂梁时人员必要站在永久支护下安全地点操作。
（4）锚杆未打好之前不得撤除双臂梁，禁止空顶作业。
附图5：41、42采区轨道下山暂时支护图

第四章 施工工艺

第一节 施工办法
一、巷道施工顺序：
巷道先施工主体，水沟、台阶紧跟背面，最后进行轨道铺设及管道安装。
二、施工办法：
每个循环放炮后拱部先锚网支护，三至五个循环后拱部初喷，再进行墙部锚网，初喷支护，施工20米后再进行复喷成巷。
三、破岩方式：钻眼爆破，全断面一次起爆。
四、工艺流程：
交接班→暂时支护→打拱部锚杆挂网→打上部眼→初喷→出碴→打下部眼、帮部锚杆挂网→装药放炮→通风→瓦检、安检、敲帮问顶。

第二节 开口设计

一、开口设计：
1．施工前由神宁集团金能煤业分公司地生产科提前标定41、42采区轨道下山开口位置、巷道施工中腰线，并严格按中线施工。
2．开口前，必要按开口设计规定先打好锁口锚杆，锁口锚杆选用φ20×2400mm左旋螺纹钢锚杆，间排距为700×700mm。
二、施工规定：
1. 施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度，及时解决浮矸、危岩。
2. 开口处警戒位置：直巷距爆破点不不大于120m，弯巷距爆破点不不大于75m；警戒布置必要由当班班组长亲自安排设立与撤除。
3. 开口5m范畴内，循环进度缩小至1.0m，空顶距为零，每循环永久支护到迎头。
4.爆破前，由专职瓦斯检查员对开口处及开口地点附近20m范畴内瓦斯浓度及其她有害气体进行测定，只有当瓦斯浓度不不不大于1%，其她有害气体不超过《煤矿安全规程》规定期方可爆破。
5.爆破前严格执行“一炮三检、三人联锁、放炮停电”放炮制度。
6.跟班人员及时检查周边支护状况，有隐患及时解决。

第三节 凿岩方式

一、钻眼工具：
岩石段：3台YT―28型气腿风钻，“一”字型合金钢钻六棱钢空心钻杆。
二、将迎头划分左右区域同步钻爆破眼。
三、掏槽方式：楔形掏槽。
四、防尘办法：湿式打眼。

第四节 爆破作业

一、爆破材料及器材
1.炸药：矿用三级乳化炸药，药卷规格：Φ28mm×200mm，重200g。
2.雷管：煤矿许用段毫秒延期电雷管。
3.发爆器：FD200D（A）型隔爆多功能发爆器。
4.母线：铜芯胶质母线。
二、装药构造
正向持续柱状装药。
掏槽眼装药构造示意图：
900mm 200mm 200mm 200mm 200mm

雷管脚线 粘土炮泥 水炮泥 雷管 炸药
三、起爆方式：
连线方式为串联，起爆方式为正向起爆，全断面一次爆破。
四、炮眼布置图及爆破阐明书
1.总装药量：（以1－1断面为例）
1.83×21×2.0×0.90=69.2Kg
式中 q——单位炸药消耗量 ，1.83kg/m3
s——巷道断面面积， 21m3
l——炮眼深度， 2.0m
n——炮眼运用率， 取90%
2.炮眼数量N：
1.83×21×200×0.9/（0.3×200）=115
式中 m——每节药卷长度，200mm。
x——炮眼炸药系数，普通为0.2～0.5
p——每节药卷重量，取200g。
3.炮眼布置图及爆破阐明书
炮眼布置图及爆破阐明书详见附图6及附表5-1

附表5： 爆破阐明书(1-1断面）
炮眼名称
眼号

眼深
(m)
角度（0）装药量（公斤）
雷管
段号
连线
办法
封孔
长度
水泡泥块数
水平
垂直
每眼
眼数
总量
掏槽眼
1～6
2.2
77
90
0.2×3
6
3.6
Ⅰ
一
次
串
联
起
爆

填
满
封
实
每
眼
一
块
辅助眼
7～16
2.0
90
90
0.2×2
10
4.0
Ⅱ
17～28
2.0
90
90
0.2×2
12
4.8
Ⅲ
29～43
2.0
90
90
0.2×2
15
6.0
Ⅳ
周边眼
44～81
2.0
88
90
0.2×1
38
7.6
Ⅴ
底眼
82～91
2.0
90
84
0.2×2
10
4.0
Ⅴ
水沟眼
92
2.0
90
84
0.2×2
1
0.4
Ⅴ
共计

92
30.4

92
阐明：炮眼角度以炮眼和自由面夹角为准，眼距在图上标注。由于断面较高可先放下部眼，再放上部眼，但必要一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起爆。

爆破指标表
编号
项目
单位
指 标
1
岩石种类及坚硬限度
普氏（F）系数
4～6
2
炸药
Kg/循环
30.4
3
雷管
发/循环
92
4
循环进度
m
1.8
5
炮眼运用率
%
90
6
爆破体积
m3
37.8
备注：

附表5： 爆破阐明书(2-2断面）
炮眼名称
眼号
眼深
(m)
角度（0）装药量（公斤）
雷管
段号
连线
办法
封孔
长度
水泡泥块数
水平
垂直
每眼
眼数
总量
掏槽眼
1～6
2.2
77
90
0.2×3
6
3.6
Ⅰ
一
次
串
联
起
爆

填
满
封
实
每
眼
一
块
辅助眼
7～9
2.0
90
90
0.2×2
3
1.2
Ⅱ
10～19
2.0
90
90
0.2×2
10
4.0
Ⅲ
20～32
2.0
90
90
0.2×2
13
5.2
Ⅳ
周边眼
33～67
2.0
90
90
0.2×1
35
7.0
Ⅴ
底眼
68～76
2.0
90
84
0.2×2
9
3.6
Ⅴ
水沟眼
77
2.0
90
84
0.2×2
1
0.4
Ⅴ
共计

92
25.0

77
阐明：炮眼角度以炮眼和自由面夹角为准，眼距在图上标注。由于断面较高可先放下部眼，再放上部眼，但必要一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起爆。

爆破指标表
编号
项目
单位
指 标
1
岩石种类及坚硬限度
普氏（F）系数
4.0～6.0
2
炸药
Kg/循环
25
3
雷管
发/循环
77
4
循环进度
m
1.8
5
炮眼运用率
%
90
6
爆破体积
m3
30.6
备注：

附表5： 爆破阐明书（躲避硐室）

炮眼名称
眼号
眼深
(m)
角度（0）装药量（公斤）
雷管
段号
连线
办法
封孔
长度
水泡泥块数
水平
垂直
每眼
眼数
总量
掏槽眼
1～6
2.2
77
90
0.2×3
6
3.6
Ⅰ
一
次
串
联
起
爆

填
满
封
实
每
眼
一
块
辅助眼
7～8
2.0
90
90
0.2×2
2
0.8
Ⅱ

Ⅲ

周边眼
9～24
2.0
90
90
0.2×1
16
3.2
Ⅲ
底眼
25～28
2.0
90
84
0.2×2
4
1.6
Ⅲ

共计

28
8.6

28
阐明：炮眼角度以炮眼和自由面夹角为准，眼距在图上标注。

爆破指标表

编号
项目
单位
指 标
1
岩石种类及坚硬限度
普氏（F）系数
4.0～6.0
2
炸药
Kg/循环
8.6
3
雷管
发/循环
28
4
循环进度
m
1.9
5
炮眼运用率
%
95
6
爆破体积
m3
8.17
备注：

第五节 装运方式
一、装载
采用P-90B型耙斗机装岩（必要为非高瓦斯突出区域使用），机身旁设有照明灯，机尾槽设尾撑（可调高度立柱），机身有封闭式挡绳装置和护栏。
工作面固定滑轮固定楔，楔眼应高于渣堆800～1000mm，并向下倾斜3°～10°，眼孔深度400～500mm，固定铁钎长500～600mm。打完楔眼后，先将绳头插入孔内，再用钉锤将铁钎打牢打紧。耙斗机装岩槽上方两侧必要安设防护栏，防护栏应用不不大于φ20mm圆钢制成，网格间隙不超过200mm，防护栏高度为500mm，高出操作位置300mm。封闭式档绳栏杆用φ15.24mm 钢绞线制作，两侧用U型卡子固定在防护栏上，顶部在巷道正中锚杆上固定好铁丝，用铁丝固定钢丝绳，共设封闭式档绳栏杆两根。每掘6～30m延一次轨道，移一次耙斗机，移机后耙斗机距迎头6～10m，耙斗机机尾、机身两侧及两帮浮渣，每班要及时清净（上山不固定耙斗机）。
二、运送
施工中采用1t矿车运送，平巷人力推车，斜巷55Kw绞车提高，大巷为电机车串车牵引运送；电机车型号CDXT-5型。电机车牵引一次不超过18个重车，速度不超过4米/秒。矿车所装材料如露出车外，高不超过200㎜，宽不超过200㎜，长不超过300㎜。

第六节 管线及轨道敷设
一、管线
电缆敷设在行人道一侧，电缆悬挂在底板上1.8m处，电缆钩每1.0m一种，电缆垂度不超过50mm。风水管、风筒悬挂在非人行道一侧，风管固定在距底板0.8m处，供水管悬挂在距底板1.1m处，排水管悬挂距底板1.4m，每5m用托钩固定，且接口严密，不得浮现漏水、漏风现象。水管距工作面20m范畴内使用一寸胶管，风管距工作面20m范畴内使用一寸半胶管。管路要随工作面及时延长，以备工作面正常使用风、水及排水。风筒吊挂在底板以上1.8m处，环环吊挂，风筒口距工作面不得超过5米。
二、轨道
掘进用轨道为30kg/m轨道，轨距600mm，轨枕为水泥轨枕，规格（长×宽×厚）为1200mm×120mm×120mm，枕枕间距800mm，误差±50mm；轨距600㎜，不不不大于设计5mm、不不大于设计3mm；轨道接头高低差和内错距均应不不不大于2mm；轨道接头轨缝宽度应不不不大于5mm。浮渣不超过枕木面，轨道构件齐全、紧固有效，轨道距迎头6～30m。

第七节 设备及工具设备
设备及工具设备（见附表6）
附表6： 设备及工具设备配备表
序号
设备工具名称
型号规格
功率/kW
数量
备注
1
局部通风机
FBD-NO.6.3型风机
45
2台

2
耙装机
P-90B
45
1台

3
风钻
YT-28

5部
2台备用
4
喷浆机
转子IV型
5.5
1部

5
锚杆钻机

2台

6
风稿
GT10P

1部

7
照明综保
ZBZ-4.0A型
2.5
1台

8
力矩扳手

3把
每班1把
9
锚杆测力计
ML-10

1台

10
铁锹
/
把
4

11
滑轮
/
个
3
备 用
12
大锤
/
把
3

13
扳手
12寸
把
3

14
手钳
/
把
3

15
防跑车装置

一套

16
调度绞车
55Kw
台
1

17
风动扳手

2台
1台备用
18
锚索张拉仪

2台
1台备用

第五章 生产系统

第一节 通风
一、工作面通风方式选取
（一）通风办法：
掘进工作面采用局部通风机通风
（二）局部通风机通风方式
掘进工作面采用压入式通风，运转风机和备用风机应具备同等能力。
二、工作面通风系统
掘进工作面新风及污风路线：
新鲜风流：地面→副立井→井底车场→+600m水平轨道石门→41、42采区上部车场→工作面。
污风风流：工作面→41、42采区上部车场→+630m回风石门至41、42采区上部车场联系巷→+630m回风石门→北翼回风立井→地面。
附：掘进工作面通风系统示意图
三、掘进工作面风量计算
运用局部通风机做动力,通过风筒导风通风办法,采用压入式通风,局部通风机安装在41、42采区上部车场间联系巷内新鲜风流中,将新鲜风流经风筒输送到掘进工作面,污风沿掘进巷道排出。
1.按瓦斯绝对涌出量计算:
Q=100×q×K=100×0.7×2.0=140m3/min
式中 Q-掘进工作面所需风量. m3/min
q-掘进工作面瓦斯绝对涌出量q=0.7 m3/min（金能煤业分公司通风队提供）
K-瓦斯涌出不均衡系数,普通取1.6～2.0
2.按装药量计算
Q掘i≥10A药=10×30.4=304m3/min
式中 A药-掘进工作面一次爆破时最大装药量，取30.4kg
本工作面采用矿用三级允许炸药，依照神宁矿井风量计算细则规定：1 公斤炸药需要风量是10 m3
3.按工作面人数计算：
Q=4N=4×30=120 m3/min
式中 4—每人每分钟不低于4 m3/min
N—工作面同步工作最多人数（涉及工作面作业人员12人、跟班人员1人、瓦检1人、安检员1人，交接班时30人，共取30人）
4. 按风速进行验算:
无瓦斯涌出岩巷掘进最低风量：
Q 掘≥9×S掘≥9×21≥189， m3/min
有瓦斯涌出岩巷，煤巷和半煤岩巷掘进最低风量，
Q 掘≥ 15×S 掘≥ 15×21≥ 315m3/min
煤\岩巷道最高风量：
Q 掘≤ 240×S掘≤240×10≤5040 m3/min
式中：
S 掘---掘进工作面净断面积，21m2。
依照风速验算成果综合比较，掘进工作面需风量为315 m3/min。
二、风机及风筒选型
局部通风机选型应依照风机工作风量、最远通风距离（按700米）计算。
1、局部通风机工作风量：
Q局＝ψ×Q掘 = 1.54×315 =485 m3／min；
式中：
Q局——局部通风机工作风量， m3／min；
Q掘——掘进工作面迎头需要风量， m3／min；
ψ——风筒漏风备用系数，
ψ=1/（1-nLi）=1/(1-70×0.005)=1.54
n——风筒接头数，按通风最长距离；
Li——1个接头漏风率，插接时取0.01～0.02，罗圈反边连接时取0.005；
2、选取局扇
依照以上计算成果工作面拟定选用FBD-NO.6.3矿用隔爆型对旋压入式局部通风机2台（1台备用）给工作面通风。局扇功率为2*45KW，吸风量500～800m3/min。风筒选用抗静电、阻燃风筒，风筒直径为800mm，长度为10m/节，风筒接口时使用风筒接口器并采用双反边接法。风筒出风口至掘进工作面距离不不不大于5米。
六、局部通风机安装位置和巷道需风量计算
局部通风机安装在41、42采区上部车场巷道内，距掘进工作面回风口不不大于15米，共安设风机2台（一台备用）。
安装局部通风机巷道供风量，除了满足局部通风机吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间风速，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，导致瓦斯积聚。局部通风机安装在无瓦斯涌出岩巷风速取≥0.15m/s，部通风机安装在煤巷和半煤岩巷及有瓦斯涌出岩巷风速取≥0.25m/s。
按局部通风机实际吸风量计算巷道供风量:
Q 掘=Q 扇×Ii +60×V 安×S 安
= 485×1+60×0.15×18.2=648.8m3/min
式中：
Q 扇---局部通风机实际吸风量，m3/min。
I i ---掘进工作面同步通风局部通风机台数。
V安i---局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间风速，m/s。
S安i---局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间巷道最大断面积，18.2m2。
巷道供风量为680 m3/min≥648.8 m3/min，满足风量规定。
附图8：通风系统示意图

第二节 压风

风源来自地面压风机房→九层煤下山→+970m水平→+725m水平→32区+600m水平南轨道巷→+600m水平轨道石门→41、42采区上部车场→工作面。
管道直径:2#主斜井159mm、轨道巷108mm、石门108mm以及25mm胶管接至工作面，地面压风机房压风压力必要保证0.75MPa以上，工作面最小风压为0.4MPa，距工作面25～40m安装一组压风自救装置。

第三节 瓦斯抽放

施工中,不需要进行瓦斯抽放。

第四节 综合防尘

一、防尘方式
湿式钻眼、耙装洒水、冲洗巷帮、净化水幕、爆破喷雾、使用水炮泥，作业人员佩戴防尘口罩。
二、防尘系统
防尘水源来自地面氧化池→2＃主斜井→32区＋600m水平南轨道巷→+600m水平轨道石门→41、42采区上部车场→工作面。
分别用直径为152mm、108mm铁管以及25mm胶管接入工作面 ，爆破喷雾安设在距工作面迎头20m处,净化水幕安设在距工作面迎头50m处。

第五节 防灭火

工作面采用湿式钻眼、耙装洒水、冲洗巷帮、净化水幕、爆破喷雾、使用水炮泥等防火防范办法，水平有消防材料库，存有灭火砂和消防器材，工作面存有2个灭火器，防火水源同防尘水源。

第六节 安全监控

一、便携式甲烷报警仪配备和使用
1、队长、技术员下井必要携带便携式甲烷报警仪。

2、爆破工担任爆破工作时，必要携带便携式甲烷报警仪。
3、班长下井必要携带便携式甲烷报警仪，并把常开报警仪悬挂在工作面5m范畴内无风筒一侧。
4、报警浓度为1.0%。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪配备和使用
1.瓦斯遥测甲烷传感器设两个，一种（T1)垂直悬挂在距工作面迎头3～5m风筒对侧，距巷顶不不不大于300mm,距帮不不大于200mm；另一种（T2)垂直悬挂在该工作面巷道内,距回风出口10～15m处,距巷顶不不不大于300mm巷中处；风筒传感器安设在风筒末端。
2.爆破前,班长必要安排跟班电工负责,将工作面甲烷传感器移到安全地点，爆破后及时移回规定位置。
三、瓦斯监测监控系统

1.巷道内采用KJ95N安全监测系统对掘进工作面甲烷浓度进行监测,通过通信电缆对数据送到地面中心监测室进行解决并监控。
2.瓦斯遥测甲烷传感器工作范畴：
（1）报警浓度：（T1）≥0.8% ；（T2）≥0.8%
（2）断电浓度：（T1）≥1.3% ；（T2）≥0.8%
（3）复电浓度：（T1）、（T2）＜0.8%
（4）断电范畴：（T1）、（T2）掘进工作面巷道内所有非本质安全型电器设备。
附图9：瓦斯监控系统设备布置示意图

第七节 供电

一、供电系统
1.该工作面供电电源：
+600m32区变电所→工作面。配电点设立在安全地点，局部通风机采用三转专用变压器、专用开关、专用线路），采用品有选取性漏电保护装置馈电开关进行供电线路供电，并对整条供电线路进行绝缘检测。并且严格执行风电闭锁，瓦斯电闭锁。
2.工作面设备总容量为：
∑Pe= Pe风机＋Pe耙斗机＋Pe耙斗机照明＋Pe绞车＋Pe绞车＋Pe喷浆机＝90+45+1.255＋5.5 =196.7KW
3.工作面设备：
FBD-NO.6.3型风机，局部通风机2台， P-90B型耙斗机1台，BKZ-4
型耙斗机照明1台，转子IV型喷浆机1台，JD-55绞车1台。
二、电器整定
1.整定计算：
（1）局部通风机
选用FBD-NO.6.3型局部通风机， 电机功率45KW
整定值：IZ=1.15 Pe=1.15×90×0.7=72.45A 取整定值为80A
ISD:速断倍数选取8倍
（2）P-90B型耙斗机：
选用P-90B型耙斗机： 电机功率45KW
整定值：IZ=1.15 Pe=1.15×55=51.75A 取整定值为55A
ISD:速断倍数选取8倍
（3）QBZ-4A型耙斗机照明：照明灯功率0.9 KW
整定值：IZ=1.15 Pe=1.15×0.9=1.04A 取整定值为2A
（4）绞车： 选用JD-55调度绞车： 电机容量55 KW
整定值：IZ=1.15 Pe=1.15×55=63.25A 取整定值为65A
（5）风机专用馈电开关：
整定值：IZ=1.15 Pe=1.15×90×0.7=72.5A 取整定值为80A
（6）动力馈电开关：
整定值：IZ= 1.15∑Pe= (55+45＋0.9)×1.15×0.7=81.2245A 取整定值为85A
（7）喷浆机：
选用转子IV型喷浆机，电机功率5.5KW
整定值：IZ=1.15 Pe=1.15×5.5=6.325A 取整定值为10A
三、电缆选型计算
按容许持续通过载流量选取电缆截面：
In=Pe×103/ηVeCOSφe
1.支线电缆选取：
（1）供局扇电缆选取：
In=Pe×103/（ηVeCOSφe）＝45×103/（0.9××660×0.8）
＝54.67A
选取MYP-0.66/1.14KV-3×35＋1×16型电缆，其容许载流量为120A＞54.67A 合格。
（2）供耙斗机电缆选取：
In=Pe×103/（ηVeCOSφe）＝45×103/（0.9××660×0.8）
＝54.67A
选取MY-0.66/1.14KV-3×35＋1×16型电缆，其容许载流量为120A＞54.76A 合格。
（3）供照明电缆选取：
In=Pe×103/（ηVeCOSφe）＝1.2×103/（0.9××660×0.8）
＝1.45A
选取MY-0.38/0.66KV-3×35＋1×16型电缆，其容许载流量为4A＞1.45A 合格。
（4）供绞车电缆选取：
In=Pe×103/（ηVeCOSφe）＝1.2×103/（0.9××660×0.8）
＝1.45A
选取MY-0.38/0.66KV-3×35＋1×16型电缆，其容许载流量为4A＞1.45A 合格。
（5）供喷浆机电缆选取：
In=Pe×103/η VeCOSφe＝5.5×103/（0.9××660×0.8）
＝6.68A
MY-0.38/0.66KV-3×35＋1×16型电缆，其容许载流量为4A