工作面掘进作业规程修编.doc

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1、【精品文档】如有侵权，请联系网站删除，仅供学习与交流工作面掘进作业规程修编.精品文档.目 录初审记录- 1 -会审记录- 2 -第一章 概述- 3 -第一节 依据- 3 -第二节 工作面概况- 3 -第二章 工作面位置及地质情况- 4 -第一节 工作面位置及井下四邻关系- 4 -第二节 煤层赋存特征- 4 -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- 5 -第一节 巷道布置- 5 -第二节 支护设计- 6 -第三节 支护工艺及质量标准- 7 -第四章 施工方法- 8 -第一节 施工准备要求- 8 -第二节 掘进方式- 8 -第三节 爆破作业- 10 -第四

2、节 装载与运输- 13 -第五节 管线及轨道敷设和设备- 13 -第五章 一通三防- 15 -第一节 通 风- 15 -第二节 安全监测监控系统- 17 -第六章 生产系统- 18 -第一节 供 电- 18 -第二节 排 水- 18 -第三节 运 输- 19 -第四节 照明及通信联络系统- 20 -第五节 压风系统- 20 -第六节 防尘供水系统- 20 -第七章 劳动组织及主要技术经济指标- 20 -第一节 劳动组织- 20 -第二节主要技术经济指标- 23 -第八章 安全技术措施- 24 -第一节 一通三防- 24 -第二节 顶 板- 26 -第三节 爆 破- 29 -第四节 防治水- 3

3、1 -第五节 机 电- 32 -第六节 运 输- 34 -第七节 提高煤质措施- 38 -第八节 其它- 38 -第九章 灾害应急措施及避灾路线- 39 -附件1：关于物料运输装车及捆绑的规定- 41 -附图 2284工作面掘进巷道相关示意图- 42 -初审记录一、时间：2012年2月10日二、地点：区会议室三、主持人：李从化 孙 伟四、参加人： 区 管 技：唐 彬 史清源 刘宏波 马 冬 王江涛 张 宝 陶瑞祥 谌 刚 后 亮刚 强 赵振光其 他：曹凤国 揣连富 姜维学 耿志新 宋守红 周 所五、初审意见：初审意见大部分已补充到作业规程中，另有如下几点需要说明：1、掘进过程中，根据地质变化及

4、时补充有针对性安全措施。2、掘进机拆、装及采区内运输另补安全措施。3、巷道施工设计变更时，另行补充安全技术措施。4、在贯彻该规程时，连同煤矿安全规程及操作规程等相关规定一并贯彻。会审记录一、时间：2012年2月17日二、地点：技术部会议室三、主持人：王荣文四、参加人：技术管理部：李从化 孙 伟 张志刚 张 路 曹品义生产管理部：王新建安全管理部：范成海掘一区：杨 光 掘二区：唐 彬 刘宏波 马 东 王江涛 掘三区：徐志川 准备区：耿 明 煤质科：丁卫清 通风区：刘 鹏 地测科：安志伟 其余区：魏 彬 郭生宏 李长江五、会审意见会审意见大部分已补充到作业规程中，另有如下几点需要说明： 1.工作面

5、施工过程中，遇工程变更及设计调整时，及时进行作业规程复查并补充安全技术措施。2.掘进期间按预计最大涌水量安设排水设施，具备足够的排水能力。3.掘进时加强顶板管理，特别是在断层附近加强顶板支护，防止冒落引发顶板裂隙水下泄。第一章 概述第一节 依据一、本作业规程内容依据国家相关法律法规及企业相关文件制定。二、工作面设计说明书及批准时间工作面参数依据2284工作面开采设计说明书，批准时间为2011年12月26日。三、地质说明书地质资料依据2284工作面掘进地质说明书，批准时间为2011年12月20日。第二节 工作面概况一、巷道名称2284工作面包括风道运煤巷、风道联络巷、风道、运道、切眼、泄水斜巷（

6、外段）、泄水斜巷（里段）、泄水副巷、泄水联络巷、泄水一川、泄水二川、泄水三川、泄水四川。二、掘进目的及用途：该工作面掘进主要是为安装、回采做准备工作。其中风道用于回采运料及回风；运道用于回采运煤及进风；切眼用于安装回采；风道联络巷用于工作面回采期间回风；各泄水巷道用于工作面回采期间泄水。三、巷道设计参数（详见表1-2-1）表1-2-1 巷道主要参数表名称设计长度（m）风道联络巷33风道运煤巷33风道1448运道1425切眼160泄水斜巷（外段）348泄水斜巷（里段）443泄水副巷223泄水副巷（斜段）67泄水一川211泄水二川35泄水三川35泄水四川61总工程量4552四、预计开竣工时间本工作

7、面掘进自2012年2月份开工，预计2013年6月份完工。第二章 工作面位置及地质情况第一节 工作面位置及井下四邻关系表2-1-1 临近开采情况表水平、采区-500水平北二采区工程名称2284工作面掘进地面标高/m22.26井下标高/m-230-405.2井下相对位置对掘进巷道的影响本工作面位于北二采区，南至北二采区运输上山，北至2-2勘探线以北300m左右，同煤层下方为2286工作面正在回采，其他煤层无采掘工程。第二节 煤层赋存特征根据地质说明书提供，2284工作面煤层沉积稳定，局部存在一层夹矸，结构较简单，物理特征为光亮型煤，块状结构。具体情况见表2-2-1、2-2-2表2-2-1 煤层特征

8、情况表 指标参数煤层厚度（最大最小/平均）/m(6.153.6)/4.7煤层倾角（最大最小/平均）/（）(2112)/16煤层层理（发育程度）中等发育煤层节理（发育程度）中等发育煤层属性自燃煤层绝对瓦斯涌出量/（m3/min）0.19煤尘爆炸指数/%40.88二氧化碳涌出量/（m3/min）0.42表2-2-2 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度（m）岩性顶板老 顶深灰灰色粉砂岩4.90具波状层理，较粗糙，含植物化石。直接顶灰色粉砂岩2.88致密、呈水平层理，赋存保存完好的植物化石。伪 顶灰色粉砂岩0.50松软破碎，易冒落，局部缺失。底板直接底 灰褐色细砂岩0.405.00致密、均一、层理

9、发育，中部为凝灰质胶结。2284工作面综合柱状图见附图一。 第三节 地质构造根据地质说明书提供，该工作面掘进过程中将揭露8条正断层、1条逆断层。具体情况见表2-3-1表2-3-1 断层情况表构造名称走向（ ）倾向（ ）倾角（ ）性质落差（m）断层位置对 掘 进 影 响 程 度f1928635648正04运道开口前80m影响大DF2117626660正020风道开口前322m影响大f25412121155正1.2运道开口前787m有影响f2286-25732756正0.9运道开口前859m有影响f2551011147正1.3运道开口前889m有影响DF35-11021275正07风道开口前979

10、m影响大运道开口前961mDF351253577正013风道开口前992m影响大运道开口前1019mDF372111150逆04风道开口前1125m影响大DF384031065正05运道开口前1372m影响大切眼下开口前48m第四节 水文地质1.通过2286工作面实际掘进分析，此区域煤8顶、底板存在砂岩裂隙水。2.该工作面掘进时预测揭露9条断层，其中f192、DF21、DF35-1、DF35、DF37、DF38断层为三维地震控制的可靠断层。其中，运道开口前80m将揭露f192正断层，落差4.1m，富水性强；风道开口前322m，将揭露DF21正断层，落差020m，富水性较强；运道开口前961米，

11、风道开口前979米将揭露DF35-1正断层，落差07m，富水性较强；运道开口前1019米，风道开口前992米将揭露DF35正断层，落差013m，富水性较强；风道开口前1125米，将揭露DF37逆断层，落差04m，富水性强；运道开口前1372米，切眼下开口前48米将揭露DF38正断层，落差05m，富水性强。3.该工作面最大涌水量：2.75m3/min，正常涌水量：1.93m3/min。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置及相关掘进说明1.风道运煤巷：在-500水平北二采区二中石门内设计位置开口，按方位N307.8施工风道运煤巷，工程量33m，到位后按方位N29施工风道。该巷道沿

12、底按中线施工。2.2284风道：在风道运煤巷设计位置开口,按方位N29施工，工程量1448m。上风掘进要求破底不小于500mm按中线施工。3.风道联络巷：在2284风道内设计位置开口，按方位N127.8施工风道联络巷，工程量33m。该巷道沿底按中线施工。4.2284运道：在-500水平北二采区三中石门内设计位置开口，方位N29，按中线沿板施工2284运道，工程量1425m。 2284运道皮带储带仓段20m范围采用不燃材料支护（具体形式在施工措施中说明）。5.2284切眼：切眼在运道1425m处，止于风道1448m处，方位N119.2，按中线沿板施工，平均坡度16工程量160m。6.2284泄水

13、斜巷：在2286泄水巷内设计位置开口，先按方位N42施工泄水斜巷（外段），工程量348m；施工到位后按N60.4施工泄水斜巷（里段），工程量443m。该巷道沿底按中线施工。7.2284泄水副巷、泄水川：泄水一川、四川在泄水斜巷（里段）内设计位置开口，均按方位N119.2，工程量分别为211m、61m；泄水二川、三川在泄水副巷内设计位置开口，均按方位N119.2，工程量分别为35m、35m；2284泄水副巷在泄水一川内设计位置开口，按方位N29.2，工程量为223m；2284泄水副巷（斜段）在泄水一川内设计位置开口，按方位N226.5，工程量为67m。二、施工顺序：先施工风道运煤巷，到位后开始施

14、工风道及风道联络巷，然后施工运道，到位后施工切眼和风道贯通，形成采面。再施工泄水斜巷外段、里段，最后施工泄水副巷、泄水川。第二节 支护设计一、巷道支护形式及断面尺寸工作面风、运道及相关回采准备巷道均采用29U14m2可缩性金属拱型支架配合1.0m长木背板及塑编网支护。运道皮带机头仓段20m范围采用29U16.4m2金属拱型支架支护，并采用不燃材料支护。切眼采用锚网支护，先掘4.53.0m后扩至8.03.0m（施工前，另补锚杆设计及安全技术措施）。二、架棚支护设计根据工程设计及同采区相同巷道支护形式类比，选用29U14.0m2金属支架支护，支架间距暂取800mm。施工时，根据现场支架支护变形情况

15、及时调整支架间距。第三节 支护工艺及质量标准一、架棚支护工艺施工顺序1.炮掘施工顺序：接刮板输送机找掉打眼爆破找掉临时支护出煤架棚插背出煤进行下一个循环2.机掘施工顺序：接刮板输送机（或延长胶带输送机）截割找掉临时支护找掉架棚插背进行下一循环3.临时支护：机掘时采用机载托梁器进行临时支护；炮掘或机载托梁器因故障不能使用时，采用双趟长度不小于2.5m的槽钢前探梁进行临时支护。二、最大临时空顶距 最大临时空顶距：炮掘时为1.1m，机掘时为1.4m。三、架棚支护质量标准1.选用29U14m2金属拱型支架支护时质量标准:巷宽：4840(0+100)mm，巷高：3310(30+100)mm，棚距：800

16、50mm，搭接：450040mm，卡缆包两头，接口严密，卡缆上齐上紧，螺母扭矩150Nm。选用29U16.4m2金属拱型支架支护时质量标准: 巷宽：5387(0+100)mm，巷高：3350(30+100)mm，棚距：80050mm，搭接：500040mm。2.掘进时按方向线施工，偏差100mm，风道上帮破底不少于500mm，运道掘进要求上帮破底不少于200mm，施工过程中根据煤层厚度起伏变化适当破底挑板保证煤断面最大为宜。3.支架迎山有劲，平巷支架前倾后仰不超过1，倾斜巷道每68迎山1架设，严禁退山；支架梁扭距30mm；不见底或底软时要穿好木鞋（200mm150mm80mm）。4.插背及支拉

17、杆要求：该工作面巷道采用1000mm长木背板并配合1000mm6500mm塑编网，上顶隔一插一，插严背实。两帮卡缆以下背板间距不超过200mm，插背保证平、直、顺，两帮超挖部分用煤、矸填实。支架正顶及两帮卡缆间上齐上紧三趟铁支拉杆实施整体连锁，施工斜巷时(15)在巷道两帮底根往上500600mm分别再上一道铁支拉杆，要求所有支拉杆呈直线布置。5、架棚支护质量标准与检验表（3-3-1）。表3-3-1 架棚支护质量标准及检验表项目设计尺寸、数量允许偏差合格巷道净宽/mm48405387-0+100巷道净高/mm33103350-30+100平巷前倾后仰/mm1m垂线距17倾斜巷迎山角/迎山角误差1

18、，不得退山柱窝深度/mm20020支架间距/mm80050搭接长度/mm45050040卡缆螺栓扭矩/Nm1505支架梁扭距/mm030卡缆间距/mm33038020撑（拉）杆位置及数量3（5）0第四章 施工方法第一节 施工准备要求一、施工前，先形成通风、供风、供水系统和运料出煤系统。二、根据地测科给定的开口位置开始按设计施工。三、巷道开口和巷道交叉地点采用抬棚形式施工，根据现场实际情况另制定抬棚施工措施。四、风、运道和切眼开口初期均采用炮掘，然后采用机掘施工，其它回采、准备巷道不适合机掘时采用炮掘施工。第二节 掘进方式一、掘进方式 机掘为主，炮掘为辅。二、机掘施工方式1.采用EBZ-150型

19、掘进机掘进，后配刮板输送机或胶带输送机出煤、矸。2.检修项目:(1)掘进机各部件检修、加油、更换刀齿等。(2)各部刮板输送机、胶带输送机的检修及延伸等。3.掘进机截割工艺:掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调整巷道中，由巷道下中部开始截割，左右摆动先割出槽窝，然后由下向上进行截割，待截割完毕且架棚支护完成后，再进行下一个循环，往复进行。详见掘进机截割断面示意图4-2-1。图4-2-14.掘进机延长刮板输送机或胶带输送机方法：(1)延长刮板输送机方法：在刮板输送机机头处先用大链将刮板输送机大链锁牢固后，用刮板卡牢，然后在短环处将大链断开，将掘进机退后一定距离，用大链使用刹勾将转载机和刮板输

20、送机拴绑牢固后，发出开机信号，掘进机拖动转载机和刮板输送机机尾向前移动46倍的溜槽距离后停，后退掘进机将紧链放松，然后作业人员进行对溜槽、落机尾等工作，一切就绪后，接好大链，紧车，空载运转一个循环，掐接链子，接溜完毕。使用掘进机拉刮板输送机机尾时，刮板输送机两侧严禁站人，人员躲开大链可能弹射的方向。掘进机机尾下使用刮板输送机运输时，必须按集团公司规定使用专用机头、机尾压柱。(2)延长胶带输送机方法：掘进需延伸胶带输送机时，先松开储带仓的涨紧绞车后，退掘进机到适当位置，将胶带输送机机尾与掘进机连接好后，采用掘进机牵引胶带输送机机尾，使胶带输送机机尾前移39m；或采用8t牵引绞车通过导向轮导向牵引

21、，使胶带输送机机尾前移39m，并在预留空间内进行中间架的添加组装工作，调直中间架，清好胶带输送机机尾后，开动胶带输送机涨紧绞车紧皮带，并开动胶带输送机，检查皮带是否跑偏，如跑偏及时进行调整处理。三、炮掘施工方式1.采用全断面一次起爆的方法施工。2.钻爆工序要求:(1)打眼前，必须仔细检查迎头20m范围内的支护情况，发现问题及时处理。(2)正常情况下施工时，必须严格按爆破图表要求布置炮眼及装药。如遇地质变化时，视现场实际情况确定炮眼数量及装药量，但总装药量不能超过爆破图表规定装药量。(3)严禁边打眼边装药、严禁一次装药分次响炮。(4)严禁在残眼内打眼，并坚持湿式打眼。(5)爆破必须严格执行“一炮

22、三检、三人联锁”及拉线挂牌截人制度。(6)爆破采用正向装药，串联联线方式，使用煤矿许用三级乳化炸药、毫秒延期电雷管爆破。(7)爆破前，班长要做好放炮截人工作,在通往响炮地点的所有通路都要设岗截人。需多头截人时，每个截人位置必须派2人去截人，一人负责截人工作，一人返回向班长报信。班长只有在接到所有截人地点都将人截好的报告后，才能允许炮工响炮。截人距离：全煤巷道时，平巷（下山）按直线不少于75m,拐一直角弯不少于50m执行；上山按直线不少于100m,拐一直角弯不少于75m执行。半煤岩及全岩巷道时，平巷（下山）按直线不少于200m并设遮挡物,拐一直角弯100m，两个直角弯75m执行；上山按直线不少于

23、250m并设遮挡物,拐一直角弯不少于100m。响炮验炮无误后，再命人解除警戒。(8)严禁在掘进工作面做雷管导通试验。第三节 爆破作业一、爆破条件及消耗（详见表4-3-1） 表4-3-1 爆破条件及指标风道、运道及相关回采准备巷道切眼巷道掘进净断面/m214.0/16.413.5掏槽方式四眼楔形掏槽四眼楔形掏槽循环进尺/m0.80.8炮眼数目/个5534掘进荒断面/m21513.5每米炸药消耗量/(kg.m-1)17.712.25单位炸药消耗量/(kg.m-3)1.260.91单位雷管消耗/(个.m-3)53.15每米雷管消耗/(个.m-1)6942.5每次钻眼深度/m1.00.9每循环爆落实体

24、煤/ m311.210.8每循环炸药消耗量/kg14.19.8炸药种类煤矿许用三级乳化炸药雷管毫秒电雷管炮眼利用率/%80.088.9瓦斯绝对涌出量/（m3.min-1）0.19二、爆破说明书1.风、运道及准备巷道爆破说明书: 表4-3-2 拱型断面炮眼布置及装药量眼号眼数名 称角 度（）眼 深( m )装药量（g）起爆顺序装药结构雷管种类联线方式封 泥长 度水平垂直垂深眼长每眼装药量小计1-44掏槽眼79791.01.054501800正向连续毫秒延期串联眼深大于1.0m时，封泥长度不小于0.5m；眼深0.6-1.0m时，封泥不小于炮眼深1/2。5-3228辅助眼90900.90.91504

25、20033-4715周边眼9081780.90.94300450048-558底眼90780.80.844503600小计5514100眼号眼数名 称角 度（）眼 深( m )装药量（g）起爆顺序装药结构雷管种类联线方式封 泥长 度水平垂直垂深眼长每眼装药量 小计1-44掏槽眼79791.051.14501800正向连续毫秒延期串联眼深大于1.0m时，封泥长度不小于0.5m；眼深0.6-1.0m时，封泥不小于炮眼深1/2。5-1410辅助眼90900.90.9300300015-2713周边眼9081780.90.94300390028-347底眼90780.80.843002100小计349

26、800表4-3-3 矩形断面炮眼布置及装药量表4-3-3 16.4m2拱型断面炮眼布置及装药量眼号眼数名 称角 度（）眼 深( m )装药量（g）起爆顺序装药结构雷管种类联线方式封 泥长 度水平垂直垂深眼长每眼装药量小计1-44掏槽眼79791.01.054501800正向连续毫秒延期串联眼深大于1.0m时，封泥长度不小于0.5m；眼深0.6-1.0m时，封泥不小于炮眼深1/2。5-3228辅助眼90900.90.9150420033-4715周边眼9081780.90.94300450048-558底眼90780.80.844503600小计5514100煤巷14m2拱型断面炮眼布置图切眼矩

27、形断面炮眼布置图煤巷16.4m2拱型断面炮眼布置图第四节 装载与运输一、设备配备1.装运设备：EBZ-150型掘进机，SGW-40型刮板输送机，DSJ80或DSJ100型胶带输送机。2.运料设备:JD-11.4调度绞车、JD-25调度绞车和JD-40调度绞车。二、运输方式1.人工装煤或掘进机装煤，刮板输送机或带式输送机运煤。工作面内材料运输根据坡度使用11.4Kw小绞车或25Kw小绞车，牵引矿车、平车或旱船运输。2.运煤过程中各个转载点要及时进行洒水灭尘。3.对拉小绞车运输材料及设备时，要安设好声光信号。斜巷运输时，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。车场推车时，要在车前进的后方推车，严禁

28、在车两侧推车。4.溜煤眼要钉好防护栏杆，并设置警示标志，要求保证完好。防护栏高度不低于1.5m，以防人员或其它物件误坠井中。第五节 管线及轨道敷设和设备一、各类管线布置及要求1.风筒、压风管路、静压水管、排水管路、动力电缆、信号电缆、监测电缆、带式输送机、刮板输送机等按断面布置图布置。2.风筒吊挂靠帮，做到环环吊挂，平、直、顺。风筒口距迎头不超过5m。3.压风管路、静压水管、排水管路用双股8#铁丝或不小于12.5mm钢丝绳捆绑在支架棚腿与棚梁搭接直拉杆以上，双股8#铁丝吊点间距不大于3m，钢丝绳吊点间距不大于10m。各种管路螺丝要求上齐上紧。静压水管要求上齐8条螺丝。排水管路最低的一趟距地面不

29、低于300mm，距工作面不超过30m。静压水管要求检修班末距迎头不超过5m。4.动力电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。信号电缆、监测电缆采用皮条或电缆钩吊挂，要求排列整齐。二、轨道敷设方式及标准1.选用规格为24kg/m轨道连接组合成单轨或双轨，靠掘进巷道的行人道侧铺设，必须保证旱船外缘与胶带运输机及巷帮之间的安全间距不小于400mm。2.单轨道铺设平、直、顺，轨道接头间隙不超过10mm，高低差、内错差不大于5mm。道夹板、螺丝必须与轨型配套，数量齐全，紧固有效。使用10#槽钢焊制道枕，长度不小于600mm，轨道连接采用道夹板反扣加螺栓拧紧方式，并保证轨道不会左右移动。3.双轨道铺

30、设平、直、顺，轨枕间距不大于0.7m,连接件齐全紧固有效，轨距误差不大于10mm,不小于5mm，轨道接头间隙不超过10mm，高低差、内错差不大于5mm，水平误差不大于10mm，道夹板、螺丝必须与轨型配套，数量齐全，紧固有效。4.轨道的铺设要求：(1) 道枕的规格及数量应符合标准要求，局部底软处，必须适当加密或使用特制加长道枕下垫木料。(2)道枕必须垂直于轨道铺设，轨道与道枕之间、道枕与底板之间必须用煤矸垫平、垫实，严禁悬空。三、管线及轨道材料消耗表（详见表4-5-1） 表4-5-1 管线及轨道材料消耗表序号名称规格型号数 量（m）与工作面间距（m）1风 筒800mm480052压风管路108m

31、m4850203静压水管108mm485054排水管路159mm9500705动力电缆370mm29364100 6、轨道24kg/m4682四、设备及工具配备表(详见表4-5-2)表4-5-2 设备及工具配备表序号设备及工具名称规格型号单位数量备注1掘进机EBZ-150型台32桥式转载机QZP-100部33带式输送机DSJ80部44带式输送机DSJ100部25刮板输送机SGW-40部106调度绞车JD-11.4台67调度绞车JD-25台248风钻/煤电钻MZS-1.2台4备用2台9局部通风机FBD6.0/222台610综保ZBZ-2.5台1511控制开关QBZ-80/120台1512控制开关

32、QBZ-315/400台1513电话KTH18部6第五章 一通三防第一节 通 风一、通风方式采用局部通风机通风。二、掘进工作面风量计算巷道净断面S14m2，瓦斯绝对涌出量q掘=0.19m3/min，二氧化碳涌出量q掘=0.42m3/min，巷内最多人数按劳动组织中N=35人计算。1.按瓦斯涌出量计算Q掘=q掘K掘/(CC0) 式中 Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min；q掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，取0.19m3/min； K掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，取1.2;C 回风流瓦斯允许浓度，不超过1.0%；C0进风流瓦斯浓度，不超过0.5%，取0。Q掘=q掘K掘/(CC0)

33、=0.191.2/(1.00)=0.228m3/min2.按二氧化碳涌出量计算Q掘= q掘K掘/(CC0)式中 q掘掘进工作面回风流中平均二氧化碳绝对涌出量，取0.42m3/min； K掘掘进工作面二氧化碳涌出不均衡风量系数，取1.0；C 回风流二氧化碳允许浓度，不超过1.5%；C0进风流二氧化碳浓度，不超过0.5%。Q掘= q掘K掘/(CC0)=0.421.0/(1.50.5)=0.42m3/min3.按炸药量计算Q掘=10A 式中 A一次爆破最大药量，取14.1kg。Q掘=10A=1014.1=141m3/min 4.风量验算按掘进工作面同时作业人数验算Q掘=4N式中 N工作面同时作业人数

34、，取35人。Q掘=4N=435=140m3/min按风速进行验算 根据风速验算15SQ掘240S式中 S掘进工作面巷道的净断面积，取14m2即210 m3/minQ掘3360m3/min有除尘装置的掘进工作面风量验算Q掘=Q吸+Qmin（m3/min）Qmin=60VminS效Q掘=200+600.2514=410 m3/min式中 Q掘压入式局扇风筒出口风量，m3/min； Q吸除尘装置吸入风量，200m3/min，（瓦斯浓度必须0.5%）。Qmin满足巷道(14m2)最低允许风速时的风量，取210m3/min；Vmin巷道允许的最低风速（有瓦斯涌出的巷道取0.25，无瓦斯涌出的巷道取0.1

35、5），取0.25m/s;S效巷道的有效通风断面积，取14m2。5.局部通风机安装地点巷道的最小需风量计算有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩和煤巷：Q=Q扇Ii+15S（m3/min）Q=4001+1514=610 m3/min式中 Q局部通风机安装地点巷道最小需风量，m3/min； Q扇局部通风机的吸风量，m3/min；Ii巷道内并联安装的局部通风机台数， 取Ii=1台。 S 局部通风机吸风口到掘进工作面间巷道的最大断面积，取14m2。15按有瓦斯涌出岩巷、半煤岩巷、煤巷最低允许风速0.25m/s的换算系数。6.风机选型根据以上计算，该掘进工作面（单头）需供风量为410m3/min，应选用供风量410m

36、3/minQ3360 m3/min的局扇。通过查风机技术性能指标及供风距离，选择FBD6.0/222风机的额定供风量可以满足, 所以选用222kW风机向掘进工作面供风。 三、局部通风机的安装地点本工作面各个掘进头风机施工时均要安装在全风压巷道内且距回风口不小于10m处，风机所在巷道过风量大于风机吸风量。具体位置以掘进工作面“四双”安装申请表为准。风机安好后必须在主、副风机前加好铁切换，铁切换的风筒接头为800mm，切换规格（长宽高）：1.95m0.85m1.4m，并将铁切换靠帮用方木垫起（距地距离300mm），同时用不小于12.5mm钢丝绳将其固定牢固。四、通风路线1.新风运道及切眼：风机布置

37、北二采区轨道上山北二采区三中石门2284运道切眼迎头。风道：风机布置在北二采区轨道上山北二采区二中石门2284风道运煤巷2284风道迎头。泄水巷：北二采区下部平石门2286泄水巷2284泄水斜巷迎头。2.乏风运道及切眼：迎头2284运道北二采区三中石门北二采区三中回风石门北二采区回风上山-230北翼回风大巷3号井地面风道：迎头2284风道风道运煤巷北二采区二中石门北二采区二中回风石门北二采区回风上山-230北翼回风大巷3号井地面。泄水巷：迎头2284泄水斜巷2286泄水巷煤8联络斜巷北二采区四中石门北二采区四中回风石门北二采区回风上山-230北翼回风大巷3号井地面。第二节 安全监测监控系统1.

38、安全监测布置：工作面安设甲烷传感器，实行瓦斯电闭锁。开工前提出申请，由通风部门安设。2.安全监控设备种类及布置情况详见表5-2-1和表5-2-2。表5-2-1 安全监控设备种类情况表安全监测设备种类型 号数 量风机开停传感器KGT94台矿井环境检测仪（分站）KJ65N-F3台甲烷传感器GJC4/1006台断电器KDG6603台断电器电源线44mm2控制线MHYVR417/0.52馈电传感器GKT1271140-V-C3台表5-2-2 安全监控设备布置情况表甲烷传感器甲烷传感器位置甲烷传感器整定值（CH4%）断电范围报警断电复位掘进工作面迎头1安置在距巷道迎头不大于5m回风流侧； 1.0%1.0

39、%1.0%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备掘进工作面后路2安置在距巷道开口以里1015m的回风流侧，巷中位置。1.0%1.0%1.0%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备第六章 生产系统第一节 供 电根据供电设计写出用电申请，经公司主管部门审批合格后按规定配电。详见 图6-1-1 2284掘进工作面供电及断电系统示意图第二节 排 水根据本工作面煤层涌水量及周围现有巷道情况(其中2286工作面掘进期间，风道平均坡度为8上山，运道平均坡度为10上山)，提出本套防排水系统设计。一、根据2284掘进工作面排水设计要求，布置和完善排水系统。其中涌水量地测科预报为：最大涌水量2.75m3/min，正常涌水

40、量为1.93m3/min。在掘进工作面迎头适当位置安装水泵排水。二、 排水路线：风道：工作面迎头水泵掘进巷道北二采区二中石门北二采区轨道上山-500轨道大巷水沟水仓。运道：工作面迎头水泵掘进巷道北二采区三中石门北二采区轨道上山-500轨道大巷水沟水仓。泄水斜巷：工作面迎头水泵掘进巷道2286泄水巷北二运输上山下部平石门北二运输上山下车场-500轨道大巷水沟水仓。三、水泵型号：初选水泵为BQS80-80-37N（流量：Q=1.33m3/min，扬程：80m）实际选用的潜水泵可以与设计型号不同，但排水能力及扬程必须满足现场实际要求。并按预测涌水量布置与工作泵相同数量的备用排水泵。四、排水管路敷设：1、2284风道：水泵台数确定：按正常涌水量所需水泵台数：