回风巷掘进作业规程最新版.doc

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1、目 录第一章 概况第一节 概述.3第二节 编写依据.3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.4第二节 煤(岩)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.8第四章 施工工艺第一节 施工方法.13第二节 凿岩方式.13第三节 爆破作业.13第四节 装载与运输.14第五节 管线敷设.18第六节 设备及工具配备.19第五章 生产系统第一节 通风系统.21第二节 辅助运输系统.22第三节 供电系统.23第四节 排水、供水、防尘系统.23第五节 安全监控系统.24

2、第六节 通讯系统.25第七节 避灾系统.25第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织.26第二节 循环作业.28第三节 主要技术经济指标.28第七章 安全技术措施第一节 施工准备.29第二节 “一通三防”管理.29第三节 顶板管理.29第四节 爆破管理.31第五节 防治水管理.38第六节 机电管理.39第七节 其他.44第八章 灾害应急措施和避灾路线第一节 瓦斯事故应急措施.47第二节火灾事故应急措施.50第三节煤尘事故应急措施.52第四节水灾事故应急措施.53第五节顶板事故应急措施.54第六节避灾路线.55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30102回采

3、工作面准备巷道。二、 掘进的目的及用途满足30102工作面回采时的通风、行人的要求。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计总长度为180m，服务年限：整个回采工作面开采的服务年限。四、预计开、竣工时间本掘进巷道预计自2013年4月1日开工，2013年5月30日竣工。第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间设计说明书名称为山西长治羊头岭永丰煤业有限公司3号煤层采区放顶煤工作面开采设计书，批准时间为2010年12月。二、施工资料山西省长治市羊头岭永丰煤业有限公司巷道断面图册C167612201。序号8。三、地质资料及批准时间地质资料来源于长治羊头岭永丰煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计，批准

4、时间为2010年7月。四、地质部门提供的地质说明书 地质说明书名称为30102回风巷地质说明书，批准时间为2011年7月。五、矿压观测资料参考30101工作面皮带巷有关矿压观测数据分析结论。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地面相对应位置及邻近采区开采情况见表1：井上下对照关系表 表1水平、采区1工程名称30102采区回风巷地面标高+1120-1250井下标高+950-1024地面的相对位置建筑物、小井及其他工作面地面位于山区丘林地段，无建筑物、小井。井下相对位置对掘进巷道的影响对掘进无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响东为30102采区运输巷，留有30m保护煤柱；

5、西为201采空区，留有30m保护煤柱，北为实体煤；南为采区运输巷，对掘进巷道基本无影响。第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征见表2、表3。煤层特征情况表 表2 指标参数备注煤层厚度（最大最小/平均）/m4.2-4.9平均4.55煤层倾角（最大最小/平均）/（）0-5煤层硬度f3-4绝对瓦斯涌出量/（m3.min-1）1.00相对瓦斯涌出量/（m3.t-1）2.77煤尘爆炸指数/%煤层顶底板情况表 表3顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板基本顶砂岩7.6浅灰色中粒泥岩，石英成分为主，常泥岩条带或薄层直接顶泥岩2.2灰黑色，局部含炭质伪顶泥岩0.1-10黑色泥岩底板直接底泥岩1.2灰黑色，局

6、部含炭质基本底砂质泥岩8.85深灰色砂质泥岩，中夹砂岩和泥岩薄层，有时见菱铁矿结核第三节 地质构造巷道北部有F2断层，落差4-10m，掘进中会遇到下坡的地质情况，对掘进有一定的影响。要加强顶板管理。断层情况表 表4编号断层名称性质走向倾向倾角落差对工程的影响1F2正断层E70WNS70-10顶板破碎不好管理第四节 水文情况矿井水文地质条件简单，本矿井的充水因素主要是3#煤层之上的含水层裂隙淋入工作面，造成顶板淋水。由于含水层补充水源主要为第四系潜水及大气降水，故矿井的涌水量受雨季影响较大，一般在7月份矿井涌水量增大，其它时间涌水量较小，预计30102回风巷掘进面涌水量为10m3/日左右，最大涌

7、水量不超过30m3/日。据调查矿井及附近无老窑及老空存在，所采煤层区域及周围全部为实体煤，不存在古空水透水现象。但是巷道的掘进，必须坚持先探后掘的原则。必要时增加顶探和底探第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置巷道设计长度为180m，煤层倾角为25度。巷道沿3#煤底板掘进。巷道贯通后，作为30102回采工作面的回风巷，形成工作面生产及回风系统。第二节 工作面矿压监测一、矿压观测内容（一）观测目的根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支护受力特点，压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。（二）观测内容1、30

8、102回风巷安装的顶板离层仪二、系统安装：在生产科指导下，综掘队按矿压观测方案要求在工作面进行安装。每隔50m在顶板安装一个离层指示仪，观测围岩一定情况。一旦发生异常现象，观测人员应立即报告有关领导，以便采取措施。三、工作面矿压监测管理要求及安全技术措施1、工作面矿压观测设备的维护使用归综掘队管理，跟班队长负责做好矿压观测原始数据的收集和整理工作。2、职工要爱护各观测点仪器，支架工要定期检查其管路，严禁他人随意拆卸或挪动。3、观测人员定期检查仪器运行状况，发现问题立即处理。4、爆破作业时，支架上的各种仪表要采取好防护措施。5、每旬由安全技术科不定期动态检查两次,对检查中存在的问题,由施工队负责

9、立即整改。6、观测人员必须及时采集数据，对工作面周期来压进行超前预报，对工作面顶板及支护状况进行评价，并提出建议和意见。7、在完成阶段性的观测任务后，要认真分析并编写矿压观测报告。第三节 巷道断面及支护方案一、 巷道断面特征及材料消耗围 岩 类 型断面积(m)设 掘尺寸(米)锚杆（）锚索（）净设掘宽高排列直径外露长度间距排列方式外露长度间距直径净周长101042.5矩形1830800200160015.2413围岩类型计算掘进工程量(m)材料消耗量备注锚杆锚索金属网(m)巷道基础数量(根)圆钢()铁托板()数量(根)重量()铁托板()11.340.091035.9033.400.633.462

10、.366.9二、每米巷道工程及材料消耗量三、支护方案巷道采用螺纹加长锚固锚杆、锚索组合支护系统，并加金属网护帮，钢筋梯子梁护顶护帮。锚杆形式和规格：顶锚杆杆体为20 mm左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆，长度2000mm，杆尾螺纹为M22。加金属网护顶。锚索支护形式和规格：巷道中部采用15.24 mm（7股钢绞线），长度为6300 mm的锚索。帮锚杆规格：两帮锚杆杆体为18 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1800mm，圆钢锚杆，杆尾螺纹为M20。金属网护帮。支护方式：巷道正顶部采用锚索为15.24（7股钢绞线）6300mm，间距为1600mm。距顶部中点两侧为800 mm处垂直打两根20 mm2000mm

11、的锚杆。距中锚杆500mm向两旁以500mm间距各打两根垂直锚杆。锚杆规格为20 mm2000mm。巷道两帮采用18 mm，长度1800mm，圆钢锚杆，距顶部500mm处打第一根，距第一根800mm打第二根。再以800mm间距打第三根。打锚杆前先加金属网和钢带。锚固方式：树脂加长锚固。巷道顶部两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360；巷道帮部采用一支锚固剂，规格为Z2360。钻孔直径为28mm，锚固长度分别为1300mm和830mm。锚杆外露长度为3050mm，每根锚杆预紧力不小于100KNm，锚固力不小于70KNm。锚杆角度：除顶部两根15度角以外，所有锚杆垂直巷道表面安设。

12、锚索规格：锚索为15.24（7股钢绞线）6300mm。锚固方式：锚固采用树脂锚固剂，每根采用三支锚固剂，孔底为一支K2335，外面两支Z2360，锚固长度为2000mm,锚索外露长度为300mm，每根锚索预紧力不小于100KNm。网片规格：网片采用10#铁丝编制，网格规格为4040mm，网片采用对接方式铺设，网片间采用16#绑丝，双丝双扣孔孔相联。锚杆锚索布置：锚杆间距800mm800mm，锚索间距1600mm其它执行支护断面图规定。第四节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆、锚索及锚固剂：锚杆杆体采用20左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2000mm，极限破断力190KN,屈服力126KN ,延伸率17

13、%。杆尾螺纹为M22，采用滚压加工工艺成型；锚索为15.24(7股钢绞线)6300mm的锚索；树脂锚固剂型号分别为K2335，即直径为23mm，长度为350mm，固化时间为快速；Z2360，即直径为23mm，长度为600mm，固化时间为中速。锚杆托盘为拱型高强度托盘，规格为长宽=100100mm，用6mm钢板压制而成；锚索托盘：采用30030010mm的钢板加工。2、金属网采用10#铁丝制作的经纬网。二、巷道支护1、临时支护临时支护采用钢性前探梁（寸无缝钢管，长4米），每根前探梁不少于2个吊环，吊环、吊梁器的强度要与前探梁的强度相匹配，吊环用专用的锚杆螺母固定于顶板锚杆，丝扣必须上满螺丝，保证

14、吊环牢固。根据巷道宽度，前探梁必须使用3组。放炮后及时敲帮问顶，处理帮顶活矸，前窜前探梁，前探梁到掘进头端面距小于0.3米。前探梁上使用专用方木或木板，保证前探梁接顶严实，支护合格，工作面临时支护逐架循环使用。2、永久支护巷道采用锚带网+锚索联合支护方式，顶板锚杆使用20 mm，长度2000mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，杆尾螺纹为M22；两帮锚杆杆体为18 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度1800mm，杆尾螺纹为M20。加金属网护帮。加金属网、钢筋梯子梁护顶护帮，锚杆间距800mm，排距为800mm。掘进达到设计断面时，及时进行永久支护，支护距离距掘进头不大于0.8m。掘进过程中出现顶板破碎，必须进

15、行加强支护措施，采取缩小循环进度；缩小锚杆排距；沿巷道方向补打一排锚索，巷道布置2排锚索等措施。三、施工前的准备工作1、准备好施工所需的一切材料、机具和矿压观测仪器，并保证质量。2、对施工队伍进行技术培训，使其了解施工工艺和要求，掌握有关机具的操作，以便在井下施工中保证质量。四、锚杆安装工艺1、打锚杆眼锚杆应紧跟掘进头及时支护，最大空顶距不得超过2.0m。严格按设计角度及位置打好锚杆, 锚杆间排距误差不得超过设计值100mm。当顶板比较破碎时，空顶距离不能超过0.8米。为确保锚杆安装，顶部锚杆要用锚杆钻机钻眼，先用1.2m短钎杆，后换2.4m的长钎杆，采用28mm羊角式合金钢钻头。钻孔时锚杆机

16、升起，然后开动锚杆机进行钻孔。孔深要求为200030mm，并保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。两帮部锚杆要用帮锚杆机钻孔，都要安装一次完成。锚杆孔采用27 mm钻头，单体风动锚杆机和钻杆完成。先用1.2米短钻杆，后换成2.4米的长钻杆。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，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，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度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度20003

17、0mm，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，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装顶板锚杆放入树脂药卷，插入锚杆杆体套上安装器安装锚杆（杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔中），升 起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底，然后套上托板及螺母，用紧固器拧紧螺母。不得用紧固器直接安装锚杆。利用锚杆机搅拌树脂药卷。树脂药卷搅拌是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制。同时要求搅拌进行过程连续进行，中途不得间断。停止搅拌后等待30秒左右。利用风动扳手拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。预紧力矩应达到100KNm。3、

18、安装帮锚杆采用帮锚杆机搅拌，技术要求与工序同顶板锚杆，拧紧力矩应达到80KNm。4、锚索安装打眼时严格执行锚杆钻机操作规程操作接钻杆时，任何人身体不得正对钻孔或站在钻孔下方。锚固采用树脂锚固剂，每孔孔底一支为K2335，外面两支为Z2360，用钢胶线将药卷推送至孔底，在钢胶线下端对好搅拌器，并与钻机连接，启动钻机边搅拌边推进。搅拌时，增加一人稳定钻机，同时，操作人员和扶钻人员要做好自主保安，防止搅拌过程中钢胶线伤人，直至将钢胶线推至空底（搅拌时间30秒）等待2分钟初凝后，回落钻机。至少在等待40分钟后，上好方铁垫，锁具，挂好张拉千斤顶，开泵张拉，张拉时，两人操作，一人安装，另一人操作油泵。期间

19、要观察钢胶线外端受力及压力表读数，达到0.35Mpa以上时停止张拉，卸下张拉千斤顶。张拉前，一人安装张拉千斤顶，安装好后，微动油泵至压力压力表读数为2Mpa，停止张拉，人员全部撤至被张拉锚索下方半径5m范围以外后，负责开泵人员方可继续张拉。若第一次张拉时，由于张拉千斤顶行程不够，未达到规定预紧力，必须停止张拉，一人扶住张拉千斤顶，负责开泵人员将油泵打成反转，开泵将千斤顶回零，两人将千斤顶推至紧贴顶板，重新张拉至压力表读数为35Mpa，否则，锚索必须重新补打。张拉过程中，若发现锚索受力异常，要停止张拉，重新补打锚索。锚索外露长度150mm-250mm。 5、安全技术措施（1）为了保证施工质量，须

20、定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验，拉拔试验时锚固力不得低于70KNm，每300根锚杆抽检不少于3根。（2）发现不合格锚杆，应在其周围补打锚杆。（3）掘进时期形成的巷帮超宽或片帮超宽时，应及时处理，可采用补打单体锚杆的方法进行补强。如遇到锚杆失效时，必须补打一个锚杆。（4）巷道地质条件发生变化时，应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理，如采用锚索加固或缩小排距等，并及时编写补充措施。（5）施工过程中，每隔50m在顶板安装一个离层指示仪，观测围岩一定情况。一旦发生异常现象，观测人员应立即报告有关领导，以便采取措施。（6）顶板铺网时，要求拉直拉紧，用专用工具采用16#铁丝双丝双扣孔孔相联。

21、螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于400KNm。第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道施工前，必须保持巷道正常通风，开工前，首先按由外向里的顺序对开门点10m范围内的支护进行检查，如有失效支护及时整改，确认安全后，方可施工。巷道正常沿底板掘进，采用EBZ120型掘进机施工。巷道遇断层、底鼓等地质构造及开设的各类硐室采用爆破法施工，人工将煤矸装至皮带进入运输系统。 第二节 凿岩方式本规程所施工巷道主要采用机掘施工，以炮掘为补充。一、打眼机具： 采用7665型风钻配32柱齿钻头、22六棱配套长短钢钎凿眼。搅拌锚杆时使用MSZ60型风煤钻。锚索采用MQT-120锚索机配19的套钎（1.0m7根）

22、配27钻头钻眼。风源来自副立井压风机房。二、掘进工艺流程：（1） 掘进机的截割顺序应自下而上，自下帮至上帮呈“”型切割，每次进刀深度不得超过0.8m。（2）工艺流程：交接班检查、准备校对中线掘进机割煤出煤敲帮问顶临时支护铺网、安设钢带校对中线打顶、帮部锚杆清理出煤掘进机割煤进入下一循环。三、降尘方法：1、割煤前采用煤层注水、割煤时使用掘进机内外喷雾、出煤时喷雾洒水、湿式打眼、冲刷煤岩帮，水幕净化空气，割煤时使用除尘风机，个体防护等综合措施。2、距迎头50m内设一手动水幕，截割时开启；掘进机使用内外喷雾，若内喷雾效果差时必须保证外喷雾的雾化效果。在各转载点安设喷雾，出煤时开启。3、爆破时，距迎头

23、30-50m内设一手动水幕，距迎头1030m内设一微震水幕，距迎头10m内设一道炮区高压远程喷雾，做到炮区喷雾到迎头，保证灵敏可靠。4、每周对巷道全面冲刷一次，冲刷巷道内管线及风筒上部积尘，设置防尘区域管理牌板冲刷记录，工作面安设水压表。水压不小于3.0MPa。第三节 爆破作业一、打眼工正规操作，严格按标定的眼位和放炮说明书规定的炮眼角度、深度、个数进行打眼，必须坚持湿式打眼，打眼工要做到“三紧两不要”，打眼顺序：掏槽眼辅助眼顶眼周边眼底眼。二、爆破方法：掏槽方式：楔形掏槽，定炮方式：正向定炮 装药方式：连续柱状，联线方式：串联联线，爆破方式：全断面一次定炮，一次起爆，严格按爆破说明书定炮，爆

24、破，最后一段延期时间不得超过130毫秒。三、光面爆破要求：严格按爆破图表打眼，定炮，全断面一次打眼，一次定炮，一次起爆；爆破后成型符合设计，巷道超挖不超过150mm；爆破后眼痕率不低于50%，巷壁无明显的炮震裂隙；眼深误差50mm，确保爆破后掘进迎头断面在同一位置；眼距误差0-50mm，炮眼角度误差3眼底偏差不大于100mm。四、炸药、雷管使用煤矿许用二级水胶炸药、毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。五、装药结构采用正向装药结构，炸药+引药+3040mm粘土炮泥+水炮泥+粘土炮泥（封满填实，最小封泥长度不得小于200mm）。六、起爆方式起爆使用MFB-100型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联联

25、线。附图4-1：截割工艺图附图4-2：炮眼布置图附表4-3：爆破说明书 第四节 装、运岩(煤)方式一、装运岩（煤）方式：巷道采用掘进机割煤后煤（矸）经煤溜进入30102采区运输皮带，转入采区运输巷皮带，经南翼运输巷皮带、北翼运输巷皮带进入原煤系统。二、巷道施工过程中使用的物料、设备通过北翼运输巷、南翼运输巷、采区运输巷运至30102回风巷。钢丝绳提升验算：1、北翼运输巷采用JH-20回柱绞车正提提升，钢丝绳规格18.5mm钢丝绳(破断拉力为21.9kN) JH-20回柱绞车及钢丝绳的验算需用负荷参数运输车辆的重量： 普通料车(除铁料车、长料车、大件车以外)：G1000Kg： 大件重车(包括铁料

26、车、长料车、大件车等)：G4000Kg： 矿车自重： G0=600Kg.其它参数：f0=0.4： f1=0.01. f0-钢丝绳与巷道底板磨擦系数 f1-矿车与轨道磨擦系数 配4绳，拉移最大距离L300M，巷道最大坡度7，r=0.55kgm验算如下：二绞车的验算：a.拉普通料车、空车时： Fmax=(1000+600)(Sin7+0.01Cos7)+0.55300(Sin7+0.4Cos7) =296.5Kg1.1 符合要求b.拉大件重车时：Fmax=(G+G0)(Sin+f1Cos)+ L(Sin+f0COS) =(4000+600)(sin7+0.01Cos7)+0.55300(Sin7+

27、0.4Cos7) =682Kg1.1 符合要求。所以：JH20回柱绞车每钩拉一个大件重车或每钩拉两个普通料车或空车完全符合要求。三钢丝绳验算：Pmax:绞车最大牵引力18KNP:钢丝绳所受最大静拉力 W:最大载荷 （1）计算绳端允许最大载荷G+Gokg Pmax-qL(sin+ f0cos) W sin+ f1cos 1800-0.55300(0.1+0.40.1) 0.1+0.010.1 17751kg177.51kN 46kN（单钩提升设备车总重） （2）计算钢丝绳所受最大静拉力 P=4600(sin+0.01*cos)+qL (sin+0.4cos) =4600(0.1+0.010.1)

28、+0.55300 (0.1+0.40.1) =kg=1.47kN18.5mm钢丝绳(破断拉力为21.9kN) 安全系数:N=F/P=21.9/1.47=14.96.5 经验算：钢丝绳的安全系数满足单钩运输一个大件重车或每钩拉两个普通料车或空车完全符合要求。2、南翼采区运输巷采用JD-25KW绞车正提提升，钢丝绳规格15.5mm钢丝绳(破断拉力为152kN)。JD-25绞车提升能力及钢丝绳验算提升坡度最大为6，斜长300m，使用JD-25调度绞车运输，15.5钢丝绳，最重设备为液压支架，自重7t，平板车重1.5t，单车设备总重8.5t。单钩提升车数矸车不超过1车，煤车不超过两车，单钩提升设备总重

29、不超过8.5t。 则:P=W*(sin+f1*cos)+q*L(sin+f2*cos)。 Pmax:绞车最大牵引力16kN P:钢丝绳所受最大静拉力 W:最大载荷 :提斜倾角6 :最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角:6 f1:矿车与轨道之间的阻力系数:0.015 f2:钢丝绳牵引阻力系数:0.4 q:钢丝绳单位重量: 9.51N/m L:斜巷长度:300米 （1）计算绳端允许最大载荷85kN Pmax-qL(sin+ f2cos) W sin+ f1cos 16000-0.1300(0.1+0.40.1) 0.1+0.0150.1 .47N157kN 85kN（单钩提升设备车总重） （2）计算钢丝

30、绳所受最大静拉力 P=85000(sin+0.015*cos)+qL (sin+0.4cos) =85000(0.1+0.0150.1)+9.51300 (0.1+0.40.1) = 8.854kN 15.5mm钢丝绳(破断拉力为152kN) 安全系数:N=F/P=152/8.854=17.16.5 经验算：绞车提升能力和钢丝绳的安全系数满足单钩运输矸石车1煤车2车设备，单钩提升设备车总重不超过8.5t的要求。 3.采区运输巷采用JD-11.4绞车提升，钢丝绳规格12.5mm钢丝绳(破断拉力为97.3kN) 。JD-11.4绞车提升能力及钢丝绳验算提升坡度最大为6，斜长300m，使用JD-11

31、.4调度绞车运输，12.5钢丝绳，最重设备为支架，自重7t，平板车重1.5t，单车设备总重8.5t。单钩提升车数矸石车不超过1车，煤车不超过2车，单钩提升设备总重不超过8.5t。 则:P=W*(sin+f1*cos)+q*L(sin+f2*cos)。 Pmax:绞车最大牵引力10kN P:钢丝绳所受最大静拉力 W:最大载荷 :提斜倾角6 :最大静拉力至绞车滚筒之间的夹角:6 f1:矿车与轨道之间的阻力系数:0.015 f2:钢丝绳牵引阻力系数:0.4 q:钢丝绳单位重量:5.41N/m L:斜巷长度: 300米 （1）计算绳端允许最大载荷85kN Pmax-qL(sin+ f2cos) W s

32、in+ f1cos 10000-5.41300(0.1+0.40.1) 0.1+0.0150.1 96283.5N96.28kN 85kN（单钩提升设备车总重） （2）计算钢丝绳所受最大静拉力 P=85000(sin+0.015*cos)+qL (sin+0.4cos) =85000(0.1+0.0150.1)+5.41300 (0.1+0.40.1) = 8854.72N8.85KN 12.5mm钢丝绳(破断拉力为97.3kN) 安全系数:N=F/P=97.3/8.85=10.996.5 经验算：绞车提升能力和钢丝绳的安全系数满足单钩运输2车设备，单钩提升设备车总重不超过8.5t的要求。第五

33、节 管线敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆勾每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象。水管距迎头30m范围内使用5分或3分胶管，30m外使用四寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10m。第六节 设备及工具配备附：设备及工具配备表 见表4-2设 备 工 具 配 备 表4-2序号名称规格型号单位数量备注1局 扇FBD-NO.6.0 11KW2台22开 关KBDZ-400台13开 关KBD9-400台24开 关QBZ-300台15开 关QBZ-80N台16开 关QB

34、Z-80台47 信号综保XL-4台18掘进机EBZ135台19皮带STJ125部110风 煤 钻MSZ-60部211风 钻7665部3备用一部12锚杆钻机MQT-120台113锚杆拉力计20T或30T台114锚杆检测杆1.6m根1 说明：锨、镐、锤等工具由工区配齐，各自保管使用。2、巷道支护（1）、 临时支护 掘进工作面临时支护采用钢性前探梁（寸无缝钢管，长4米），用大链和马蹄环配合楔茬固定于永久棚下，放炮落渣后及时敲帮问顶，处理帮顶活矸，前串前探梁，并用刹杆临时铰顶，工作面临时支护逐架循环使用。（2）、永久支护巷道采用12#工字钢架棚支护，断面为梯形，金属网挂顶挂帮，顶帮用背板腰顶腰帮背实，

35、棚距0.8米，严格按钢架支护工程质量标准施工。第五章 生产系统第一节 通风系统1、通风系统：（1）、30102回风巷掘进采用FBDNO6.0/211KW局部通风机，800mm风筒，风机安设在运输斜巷风桥处，具体通风系统：新风流由30102运输巷吸入30102回风掘进工作面30102外段回风巷总回风巷回风立井地面。（2）、掘进工作面实际需要风量按CH4涌出量计算Q掘=100qk式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q 掘进工作面的CH4绝对涌出量，掘进工作面的绝对CH4涌出量根据矿井绝对CH4涌出量的25%计算，为2.940.25=0.74m3/min；K掘进工作面通风系数,取2.0。

36、则：Q掘=1000.742.0=148m3/min按CO2涌出量计算Q掘=100qK 式中:Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；q 掘进工作面的绝对CO2涌出量,掘进工作面的绝对CO2涌出量根据矿井绝对CO2涌出量的25%计算，为2.440.25=0.61m3/min；K掘进工作面通风系数,取2.0。则：Q掘=1000.612.0=122m3/min按炸药量计算Q掘=25A式中：A掘进工作面一次爆炸最大炸药用量，为3kg。Q掘=253=75m3/min按人数计算：Q掘=4N式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，N=18人。Q掘=418=72m3/min按局部通风机的实际吸风量计算煤巷掘进：Q掘=Q扇I+600.25S式中:Q掘掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；FBD6.0型局部通风机吸风量210-350m3/min，取350m3/min；S吸风口断面，10.2m2；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。3号煤层为厚煤层，掘进为煤