副井作业管理规程参考范本.doc

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1、第一章 概况 一、矿井概况本煤矿位于省县境内，行政区划隶属镇。矿区位于山脉西南侧的低山区，地形标高406617m，相对高差211m。区内地表植被发育，多为乔木及灌木，局部种植人工林。该矿井北侧与煤矿重叠，南侧与龙马煤矿重叠，上述两煤矿均开采下套煤。煤炭科学总院对重叠开采进行了专项安全评价，评价结果为上、下套煤层同时开采相互没有影响，能够保证矿井安全生产。区内未发生过有级地震，地震烈度为6级，建筑物不需考虑抗震设防。区内以往无滑坡、泥石流等自然地质灾害发生。 煤矿是由煤矿、煤矿和煤矿整合而来。2010年县煤业有限公司依法取得该矿井采矿权，新矿井名称为县煤业有限公司煤矿。矿井采矿许可证号：。现矿井

2、正在按照批准的改造初步设计进行矿井建设工作，通过改造将矿井生产能力由21万吨/a提至30万吨/a。主井筒已施工至+420m标高，副井已施工至+306m标高。 副井工程概况 根据煤矿矿井改造初步设计，副井井口标高为+527.424m，井口坐标X=4704087.302，Y=42582316.299，井底标高为+250m，井筒坡度为27，斜长611m，现有491m，还需掘凿123m。井筒自地表以下至坚硬岩层间采用砌碹支护，并向坚硬岩层内延深5m。其他地段井筒支护方式为锚喷支护或架设U型棚喷浆支护，净断面为6.5m，净高2.5m，掘凿断面为7.2m/7.65m，井筒内铺设30kg/m轨道，木轨枕，并

3、设置行人台阶及扶手。 副井开始掘进之前，需完成以下巷道修复工作，具体工作量以双方签证为准： 1、将副井巷道局部底鼓地段进行卧底处理。 2、副井凝灰岩喷浆支护地段套架U型棚被顶、帮支护喷浆加固。 3、井底迎头后约15m原巷道，进行套架U25钢棚、喷浆返修。第二章 地质概况 一、地质构造 矿区构造位置位于中朝准地台（级）、辽东台隆（级）、铁岭台拱（级）东段、马当中生代上叠含煤盆地内。区内太古界鞍山群花岗片麻岩构成含煤盆地的基底，其上沉积了中生界侏罗系上统林子头组、石人组及新生界第四系。 矿区内含煤地层呈缓倾斜的单斜构造，含煤地层总体倾向东，4线以北倾向100，以南逐渐变为倾向45，倾角1128。区

4、内断裂构造不发育，仅在矿区东南界外有F15正断层，断层走向35，倾向305，倾角约70，落差300m以上，为井田东南边界断层，区内仅在开采中局部见有小断层，断距均小于50m，对开采影响不大。区内未见侵入岩。 二、煤质及瓦斯 区内煤为黑色，条带状结构，层状及块状构造，贝壳状断口，性脆易碎，内生裂隙发育。煤岩组分以暗煤为主，次为亮煤，宏观煤岩类型属半光亮型煤。煤的视密度1.361.83t/m。 根据该矿井2007年瓦斯鉴定资料，瓦斯相对涌出量为2.12m/t，绝对涌出量为0.24m/min，属瓦斯矿井。煤尘有爆炸危险，没有煤与瓦斯突出现象。煤层自燃倾向性属类，即自燃。 根据该区以往开采实际，井下温

5、度未发现异常现象，地温梯度小于3/百米，属地温正常区；瓦斯梯度为55m左右。 三、水文地质 1、水文地质条件 该区属低山区，地形标高406617m，相对高差211mm。区内无地表水体分布，矿区以南300m处有珠子河自西向东流过，平均流速0.35m/s，流量0.1244244m3/s，最高洪水位标高416.5m，对矿山开采无影响。 区内含水层有：（1）第四系玄武岩裂隙水含水层，分布于矿区西侧及北侧，厚度50103m，气孔、裂隙发育，属中等富水。（2）侏罗系石人组裂隙水含水层：火山碎屑岩段中凝灰岩、安山岩含水层，厚度81334m，开采证实为弱富水；上含煤段（上套煤）顶板砂岩、粗砂岩含水层，厚度41

6、4m，属弱富水；砂砾岩段中砂岩、砾岩含水层，厚度125205m，透水性好，属中等富水；含砾粉砂岩段中粉砂岩夹砾岩含水层，厚度70m，分布广，属弱富水；林子头组粉砂岩含水层，厚度90m，属弱富水。（3）构造裂隙水含水层，区内断层不发育，仅在矿区外东南部见有F15断层，落差大于300m，横切株子河及井田深部煤层，规模较大，其富水性不清，对开采本区的上套煤层无影响。区内隔水层有石人组上含煤段泥岩及页岩隔水层，平均厚度50m；石人组下含煤段粉砂岩、泥岩、页岩隔水层，厚度60m。以上两个隔水层隔水性能均良好。 区内煤层赋存于470m120m标高，矿井最低排泄面已达260m标高。矿坑主要充水来源为区内上部

7、裂隙水通过下渗进入坑道。 2、充水因素分析 该矿区水文地质条件简单，无地表水体影响。为以裂隙、孔隙水间接充水水源的矿床。所以没有水患威胁，水文地质条件属简单类型。矿井充水因素主要为大气降水及浅部风化裂隙带水通过基岩裂隙或断层等间接渗入井下。因此，开采中要加强矿井水文地质以及对老塘旧巷水的探放工作，对是否存在导水构造（断层、裂隙）要作好分析判断，及时采取预防措施，并要严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则，确保矿井安全生产。 矿井涌水预计最大为99.3m/h，正常为69.9m/h。第三章 巷道断面及支护要求一、断面现状及支护形式 1、副井巷道断面为直墙半圆拱形式，净断面BH=3

8、2.5m。S净=6.5m2。2、施工时根据现场围岩情况，可以选择锚网喷支护或U25型钢支护。采用锚网喷支护时S掘=7.2m2，U型棚支护时，S掘=7.65m2。 锚杆采用16mmL1800mm螺纹钢锚杆，网规格为71.1m，采用10#铁丝菱形编制网。喷浆标号C20，厚度100mm。3、副井施工每隔40m设置一躲避硐，躲避硐设置在人行道侧，躲避硐断面采用梯形，宽度不小于1.6m，高度1.8m，深度不小于0.7m。采用11#工字钢支护。人行台阶设计在巷道右帮，台阶规格为600*250*150mm。二、临时支护临时支护采用前探梁支护 。使用3根长4m的3寸钢管作为前探梁。前探梁与岩面使用木背板及木楔

9、楔劳接实，背板规格120012050mm。1、锚网喷段：前探梁采用套管方式，即使用4寸钢管套3寸钢管。先在4寸钢管上割一个孔，然后焊接一个锚杆帽，使其可以固定在锚杆上，然后套上3寸钢管。2、U型棚段：使用铁链将前探梁按800mm间距固定在紧邻空顶区两架U型棚上。迎头爆破后，要及时架设并前探梁，在前探支护的掩护下及时的打锚杆、挂网。爆破前最大空顶距离不大于1000mm。 三、施工质量要求 （一）锚网喷支护的质量要求 1、副井净宽，中线至任一帮距离允许偏差0150mm；腰线至顶、底板的距离允许偏差0150mm。 2、锚杆间距800mm，排距1000mm，锚杆的间距、排距允许偏差应为100mm。 3

10、、锚杆孔的深度允许偏差应为050mm。锚杆外露长度不应大于50mm；锚杆孔的方向要求垂直于岩层，如不能垂直岩层，与井巷轮廓线的角度节理面、裂隙面夹角不应小于75。锚杆安装应牢固，托板紧贴壁面、不松动。锚杆的拧紧扭矩不得小于100N.m。安装托盘前，要把托盘范围内的岩石找平。 4、锚杆的预紧力矩不小于100N.m；锚杆的抗拔力为90kn，最低值不得小于设计值的90%。5、安装锚杆前必须检查钻孔的深度、锚杆质量和钻孔的角度，凡是不符合要求的不得安装。6、要严格控制锚杆眼、锚杆、锚固剂之间的三径比，即钻头直径不得大于32mm，如果用32的钻头打眼，必须采用28mm的锚固剂；用28mm的钻头打眼，必须

11、采用23mm的锚固剂，每根锚杆使用的锚固剂不得低于2卷。7、金属网要相互搭接100mm，每隔200mm，用12#铁丝联网一次。8、砼标号为C20，采用425#水泥，速凝剂掺入量为水泥重量的3.0%，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀洒入。喷浆用的砂石必须经过筛选，不得夹杂粒度大于20mm的石子，砂子含泥量不得大于3%，喷浆混凝土的配比为水泥：砂子：石子为1:2:2（体积比）。喷浆厚度100mm，厚度不小于设计90%。可根据现场揭露围岩的情况，确定喷浆滞后的距离。 （二）U25型钢棚支护质量要求1、副井净宽，中线至任一帮距离允许偏差0100mm；腰线至顶梁底面、底板

12、的距离允许偏差-30+100mm。2、U型棚间距1m，允许偏差50mm，迎山45（迎山值7087mm/m）。棚腿间用两道铁拉板固定，铁拉板安装在U型棚搭接处。3、U型棚迈步要一直，扭矩允许偏差80mm。4、用直径5080mm，长度1300mm的硬杂木做背板，背板间距500mm，背板要被紧被实。U型棚架设完毕后，巷道进行喷浆支护，可根据现场揭露围岩的情况，确定喷浆滞后的距离。 5、棚腿与棚梁搭接长度允许偏差30mm，卡缆间距允许偏差20mm。6、棚腿要坐落坐落在实底上，生根要牢固。第四章 施工工艺及施工方法 第一节 施工准备及施工工艺一、施工准备1、在施工地点安装好风、水头，接好配电点。2、将施

13、工用料、设备等运至施工地点附近码放好。3、重新测定副井的中腰线，调整好激光指向仪。二、施工工艺（一）锚杆施工工艺1、锚杆安装流程：敲帮问顶检查巷道断面规格打锚杆眼安装锚杆上好托盘拧上螺帽用扭矩扳手检查扭紧力矩是否合格。2、打锚杆眼首先，严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理。打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活石危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不超过100，眼方向误差不超过15。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，严格按锚杆长度打锚杆眼。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。3、安装锚杆 安装前，应将眼孔内的

14、积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。然后把树脂锚固剂送入眼底。随后把锚杆插入眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端套上螺帽，用套把插在锚杆机上卡住螺帽。开动锚杆机，使其带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆机。搅拌旋转大于30后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽。1min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，扭紧力矩不小于100，锚杆托盘要紧贴岩面。锚杆安装要打一个锚杆眼，安装一根锚杆。严禁全部打完锚杆眼，集中安装锚杆。（二）喷砼支护工艺 1、准备工作检查锚杆安装和挂网是否符合设计要求，发现问题应及时处理。清理喷浆

15、现场的矸石、杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风。严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。检查喷浆机是否完好，紧固好摩擦板并送电空载试运转，不得出现漏风现象。喷射前，必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮安设喷厚标志。喷浆作业人员要佩带齐全有效的劳保用品。2、喷浆的工艺要求：喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷头与受喷面应尽量保持垂直，其距离以0810为宜。人工拌料时，水泥、砂和碎石应清底并翻拌三遍，使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为04MP，水压应比风压高0.1MP左右，加水量凭喷射手的经验加以控制，最适量的水灰比是0.40.5之间。喷射过程中

16、应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿砼无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少。一次喷射砼厚度5070，并要及时复喷至设计厚度。复喷间隔时间超长时，应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作：（1）喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带或旧风筒，以便收集回弹料，回弹率不得超过15。（2）若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。（3）喷射工作结束后，喷层要洒水养护。 （4）一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班所拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。回弹料要及时收集，可掺

17、入料中继续使用，但掺入量不超过30，可用于水沟施工。（5）开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷头对准人员。（6）喷射中突然发生堵管故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。4、喷射砼质量：喷射前，必须清洗岩帮、清理浮矸；喷射均匀。无裂隙、无“穿裙”、无“赤脚”等现象。（三）架设U型棚施工工艺1、U型棚间距1000mm(中中)。2、利用在梯子上铺设大板的方式搭设工作平台。 （1）梯子加工要求：梯子采用DN50钢管焊成（焊接为满焊），梯子宽度不小于800mm，根据巷道坡度加工异形腿梯子，梯子高度1500mm左右。 （2）搭

18、设方法：首先将放梯子位置底板清至实底，然后将梯子斜靠在巷帮上，在梯子上铺设大板，为增加平台的稳固性，可在大板下支设方木。 （3）平台架搭设完毕后，在平台架上密集铺设宽度200mm，厚度50mm木板，木板间隙不大于30mm。大板与平台架的搭接长度不小于200 mm，并用不小于10mm尼龙绳绑扎在梯子上。 3、平台施打完毕后，由班长亲自检查平台是否牢固，确认无安全隐患后，方可站在平台上架设U型棚。架设U型棚工作不得小于6人进行。将架设棚腿的底角清理平整见硬底，钢棚运到位后，安设两侧棚腿，每侧安排不少于2人扶住棚腿；然后，3人上平台作业，在班长的统一指挥下，两人相向，同肩同时起身，在另外1人的协助下

19、，将棚梁抬起，将棚梁、棚腿搭接好，将钢棚一侧搭接处的卡子上好，然后上好另一侧的棚梁与棚腿间卡子。调整好两侧棚腿的间距，并将两侧搭接处的卡子上紧；调整好U型棚两棚腿超步和迎山值，再上好连板，第一架棚支设完后，用背板、木楔在下山侧将钢棚刹紧，依次架设其余U型棚，将U型棚与巷道顶帮之间的间隙用背板、木楔刹紧背实。新架设U型棚要与原巷道U型棚使用连板连接好。第二节 施工方法 一、副井巷道局部底鼓地段卧底1、根据测量标定的腰线，采用手镐铁锨卧底，人工装车外运。2、车辆通行时，要确保轨道平直、枕木不悬空，保证行车安全。3、矸石装车时，人员不准在矿车的上方、下方作业，只允许在矿车两侧作业。4、绞车信号距作业

20、地点不得超过20m。作业时应指派专人负责，监护行车安全，车辆上提后，应及时把作业地点上方的手搬挡梁复位。 二、副井凝灰岩喷浆地段套架U型棚加固支护 1、作业地点附近接好风水管路、设备及绞车信号。 2、作业地点上方安设手搬挡梁，作业时安排专人监护，负责安全工作。 3、架设U型棚时，按照U型棚施工工艺的要求进行。 三、副井掘进及套架U型棚返修施工方法1、 巷道掘进采用钻爆法施工。爆破循环进尺不少于2m，岩层破碎时，可根据现场情况适当减少循环进尺。2、 巷道返修段，标定中腰线，采用风镐、爆破等方法，扩刷巷道至设计尺寸。2、施工顺序 敲帮问顶画巷道断面轮廓线打眼装药爆破通风排烟洒水降尘敲帮问顶临时支护

21、出渣敲帮问顶架设U型棚（打锚杆、挂网）喷浆。工作面爆破后，待炮烟排完，班组长、瓦检员、安全员进入工作面先处理好风筒，将风筒吊挂起来后，进入迎头进行敲帮问顶工作。出渣前要打好临时支护。第三节 凿岩及爆破一、凿岩方式：采用湿式打眼，爆破方法破岩1、使用YT-28型风动凿岩机凿眼，选用中空22mm六棱钎杆，32mm的一字型钎头，风源来自地表压风机，通过直径75mm管路供至作业地点。2、凿岩工艺：爆破凿岩严格按照中线腰线施工，按照控制爆破要求，在巷道断面上合理布置掏槽眼，辅助眼及周边眼。根据岩石的易爆性，选择适宜的凿眼爆破参数，尤其要选择适应的掏槽方式。一般情况，当岩石较松软时，应采用楔型掏槽，当岩石

22、较致密，宜采用垂直桶型掏槽，中心布置一个空孔作为掏槽自由面，可尽量利用地质构造提高凿眼爆破效果。允许周边眼向外偏23度的角度。凿岩时，凿岩人员要戴好防尘口罩和耳塞，采用湿式凿岩。二、炸药、雷管1、爆破使用煤矿许用炸药，雷管使用煤矿许用毫秒电雷管。2、装药采用反向装药方式，联线方式为串联。3、起爆方式，起爆使用MFD-100型发爆器一次起爆。4、炮眼布置及装药量根据本巷道前期施工经验，炮眼布置及装药量如下：掏槽眼选用直眼角柱式菱形掏槽方式。辅助眼间距为600mm，炮眼方向垂直于工作面，装药系数为0.5。周边眼间距为400mm，距巷帮50mm，眼底落在巷道轮廓线外100mm，底眼向下倾斜3，以利于

23、辅轨。在水沟部位多布置一个炮眼。周边眼装药系数为0.5。5、 炮眼布置图6、 爆破说明书第四节 装载与运输 一、装岩方式巷道掘进使用耙装机装岩，如由于施工中巷道有水，耙装机使用效果不好，采用人工装岩。二、运输方式1、利用设在地面1.6m绞车提升，1.0吨矿车运输，每次可提升两个矿车。2、人员运输交接班时，利用斜井人车集中运送施工人员。3、物料运输砂、石子、锚杆、网等可装矿车的材料设备，利用矿车提升运输。轨道、管路等超长材料必须使用专用材料车运输，封车要牢固可靠。在井内运输时，必须提前通知井下作业人员至安全地点躲避。第八节 管线敷设副井掘进施工中所铺设的电缆、风水管路，风筒等均应按设计断面图中规

24、定的位置架设，要求吊挂整齐牢固。1、电缆钩固定在起拱线上0.8m处，每隔3米一个，电缆垂度不超过50mm。供水管吊挂在起拱线下0.2m处、风管固定在起拱线下0.6m处，排水管固定在下行左帮，起拱线下1m处，风筒吊挂在下行左帮，吊挂点在起拱线上0.8m处。2、风水管要接口严密，不得出现跑冒滴漏现象，风水管距迎头20米范围内使用一寸胶管，20米以外使用设计要求钢管，要随迎头掘进及时加长，以备掘进迎头正常用风水。3、风筒要随巷道掘进及时加长，风筒接头处不得漏风，风筒末端距迎头不得超过10m。4、副井轨道铺设：轨距600mm，轨型选用30kg/m，枕木规格长宽厚=1200150120mm，轨枕间距10

25、00mm，允许偏差50mm。扣件应齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。2条钢轨顶面的高低差，都不得大于5mm。轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。第九节 设备及工具配备设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备 注1局部通风机FBDNO-5.5/3025.5KW台12耙装机PY-90B30KW台13喷浆机FBDVI8.5KW台1备用1台4风钻YT28（7655）部2备用1部5锚杆机MQCT-120台16风煤钻2备用1台6锚杆拉力计LDZ-

26、200台2备用1台7风 镐部2备用1部第五章 劳动组织方式第一节 劳动组织 一、劳动组织各工种各班人员配备，见劳动组织表。二、作业方式1、直接工采用“滚班“工作制作业，根据工程进展从事掘进、出矸、支护工作。2、辅助工根据工作需要采用“三八”工作制分工协作，共同服务于工程的施工工作。附：劳动组织表劳动组织 序号工 种在册出 勤 人 数合计1打眼工（支护工）1233392出渣工1633393耙装司机411134地面把钩工6222265地面拌料工226喷浆工227爆破工411138维修工4111139绞车司机72222610班长31111311跟班队长31111312队干33合 计431010103

27、3说明：部分工种可以兼职，可根据施工情况适当调整人员。3、 工程工期排队副斜井工程计划施工时间生产天数日进尺(m)月进尺计划（m）十月31131十一月301.545十二月311.546.5合计122.5第二节 循环作业为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排，各工序之间尽量交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附:循环作业图表序号工序时间1234567891011121314151617181920212223241交接班202生产准备203打眼804装放炮405放炮通风156临时支护257耙岩出矸1808永久支护1809收尾20掘进循环作业

28、图表喷浆循环图表序号工序时间123456781交接班202准备603喷浆440 4收尾20第三节 主要技术经济指标序号项目单位指标备注1每原班在册人数人432每原班出勤人数人333出勤率%76.74原班进尺m65效率m/工0.1426月循环次数个457循环率%75集中喷浆按10天计算8月进尺m909炸药消耗量Kg/m3.72510雷管消耗个/m2211锚杆消耗套/m812螺帽和锚盘个/m813锚固剂块/m1614钢筋网m2/m715水泥kg/m34016沙子m3/m0.7417石子m3/m0.7518速凝剂kg/m10.219U25钢棚架1每架带2套铁拉杆 第六章生产系统第一节 通风系统一、掘

29、进工作面风量计算每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、工作面人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值后，按风速进行验算。1、掘进工作面需要风量：Q掘面=60VS =600.157.65=68.85m3/min式中：Q掘面掘进工作面需要风量， V掘进工作面的风速m/s。取0.15m/s；S掘进巷道断面积，7.65m2；Kt掘进工作面温度调整系数取1.2； 2、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算：按瓦斯涌出量计算：Q掘 = 100q瓦掘k掘通= 1000.242=48m3/min 式中： Q掘 掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；q瓦掘 掘

30、进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.24m3/min；k掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取2；100 单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度1%的换算值。3、按人数计算：Q掘 = 4n= 420=80m3/min式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。4、按炸药量计算：Q掘i=10Ai=103.75=37.5 m3/min式中 Q掘i第i个掘进工作面实际需要风量，m3/minAi第i个掘进工作面一次爆破的量大炸药量，kg10每千克二级煤矿许用乳化炸药爆炸后需要供给的风量，m3/min根据上述计算结果，最大用风量为80m3/min，选择FBD4/25.5型隔爆对旋式局扇，电动机功率为2

31、5.5kw，额定吸风量取125245m3/min。二、掘进工作面风速验算V低S掘Q掘V高S掘 97.65=68.85802407.65=1836S掘-掘进巷道的断面积7.65m2V低-掘进工作面允许的最低风速，岩巷取9mmin；V高-掘进工作面允许的最高风速，岩巷取240mmin；Q扇 K1Q掘=1.280=96m3/min式中：Q扇-局部通风机最大吸风量，245m3/min；K1风筒漏风系数，根据通风距离、风筒直径和管理状况确定，取1.2根据以上计算结果，选择FBD4/25.5型隔爆对旋式局扇能满足要求。附： 通风系统平面示意图第二节 压风系统风源来自地面压风机房，压风机为螺杆式压风机，型号

32、LG-20/8，供风量供风压力为0.8MPa，经副井主干管108*4mm钢管供到工作面，迎头风压最小不低于0.6MPa。工作面迎头用108胶管连接主干管和风钻设置分风器，供风动工具使用。1、供风量计算：按照主井、副井2个工作面同时作业，每个工作面分别为2台7655型风钻或2台锚杆机或2台喷浆机不同时作业计算。其中每台风钻的耗风量为3.5m3/min，MQCT120型锚杆钻机耗风量为3.0m3/min，喷浆机耗风量为8m3/min，按照一个地点2台锚杆钻机、1个地点使用喷浆机计算。Q=nkq =1.11.15（23.5+8）=18.98m3/min式中： Q总耗风量，m3/min 管路漏风系数，

33、取1.1。 风动机具耗风量损失系数，取1.15。 n同型号风动机具使用台数。 K同型号风动机具使用系数。 q风动机具耗风量，m3/min。2、压风管选择：D=20Q1/2=2081/2=56.6mm式中：D管路内径，mm。 Q总耗风量，m3/min。通过上述计算，结合矿井现场实际情况，选用108mm钢管作为压风管路，法兰连接，进口分支及每200m设置一闸阀。3、供风线路：地面压风机房副井井筒工作地点。4、敷设标准：108mm压风管路敷设在巷道壁上，起拱线下0.6m处，应吊挂平直，间隔6m设一吊挂点。第三节 防尘及供水系统一、防尘措施采用湿式打眼，装药使用水炮泥，爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩帮、净

34、化风流、个体防护等综合防尘措施。迎头掘进及防尘用水均由地面水源供给；距掘进工作面1015m范围内安设一道远程放炮喷雾，距工作面3050m范围内安设一道净化水幕，每次爆破时，由爆破工在向外拉线的过程中开启水幕，水幕要控制巷道全断面，且雾化良好，使用正常，随着工作面的掘进，及时前移。远程放炮喷雾必须能喷到迎头。耙装机上方安设一道水幕。二、 用水量计算1、掘进工作面用水量计算：1）凿岩机湿式打眼用水量QJ1：QJ1nJQh40. 31.2m3/h式中：nJ 凿岩机同时工作台数，4 台；Qh 单台凿岩机用水量，Qh0.3m3/ h2）爆破喷雾用水量：QJ21.5 m3/h3）冲洗巷帮用水量：QJ31

35、m3/h4）装岩、煤洒水、喷雾用水量：可取QJ40.5 m3/h5）风流净化水幕用水量：Q J5n J5Q Jm 60.10.6m3/h式中：nJ5水幕的喷嘴个数，6个，Q Jm个喷嘴的喷雾流量， Q Jm 0.10.15 m3h；取0.1 m3/h爆破时：Q J Q J 1+Q J2 + Q J3 + Q J 4+2Q J5 =1.2+1.5+1+0.5+0.62=5.4 m3/h=0.0015m3/s2、管径计算：D=（4Q/）1/2=（40.003/3.142.0）1/2=0.044 m=44mm通过上述计算，考虑矿井永久消防洒水管路敷设，选用754mm钢管作为供水管，管路采用法兰连接，

36、可以满足井下供水需要。1、供水线路：副井副井井筒工作地点。2、敷设标准：75mm供水管路敷设在巷道壁上，腰线下200 mm，应吊挂平直，间隔6m设吊挂点点。附： 防尘及供水系统平面示意图第四节 防灭火掘进时，采用风钻湿式打眼，锚网喷或U型棚加喷浆永久支护，爆破喷雾降尘，使用阻燃风筒、阻燃橡套电缆，搞好文明施工，擦拭设备的油污棉纱集中收放升井，施工现场禁止存放易燃物品。防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆和人为火灾。根据火灾发生的原因采取不同的灭火方式。在迎头外100m用备用的砂子或水管直接灭火。若发生火灾，应首先切断火区的电源（除风机电源外），立即汇报区队跟班人员，在跟班人员或有经验的老工人

37、带领下组织灭火，并及时向调度室汇报，以便组织力量进行处理。若火势无法控制时，应组织人员按避灾路线进行撤离。第五节 瓦斯防治及安全监测系统一、瓦斯防治1、该巷道是岩石巷道，但施工中可能揭露煤层，必须加强瓦斯管理，每班必须按照煤矿安全规程等有关规定由专职瓦检员检查瓦斯。2、加强通风管理，风筒吊挂平直，不漏风，岩巷掘进时风筒口距工作面距离不大于10m，煤巷掘进时，风筒口距工作面不大于5米，确保工作面具有足够的风量。3、瓦斯超限严禁作业。4、必须坚持“三人连锁放炮”制度。5、每班作业时，班组长在工作面按要求挂设1个便携式瓦斯检测报警仪，距迎头不大于5m，距顶板不大于300mm，在风筒对侧距巷帮不小于2

38、00 mm。6、区队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1.0%），停止工作，及时撤人、汇报并尽可能在安全的前提下采取方法进行处理。7、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，填好牌板。8、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查瓦斯浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警CH4浓度为1.0%，断电CH4浓度为1

39、.5%，复电CH4浓度为小于0.9%。工作面回风流中的甲烷断电仪安设在距回风口1015m处，甲烷报警、断电CH4浓度为1%，复电CH4浓度为小于0.9%。掘进工作面及回风流甲烷传感器断电范围均为掘进巷道内所有非本质安全型电气设备。2、甲烷传感器要设在回风侧巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。耙装机耙装作业时甲烷传感器应布置在耙斗运行段上方。3、地面调度室设有安全监控装置，调度员24小时值班，进行监控。第六节 供电系统电源来自地面变压器，经电缆输送至井下。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备，安全保护装置齐全可靠、灵敏。

40、井下用电气设备必须有煤安标志。第七节 排水系统1、目前副井涌水量约25 m3/h，利用三台卧泵接力排水，利用159管道做排水管路，满足施工需要。 2、随着工程的进展及水文地质条件的变化，可根据施工情况对排水系统进行改造，以增加排水能力，确保安全生产需要。 3、配备型号TYU-75钻机，钻头直径为75mm。施工中严格坚持“有疑必探，先探后掘”，严格按照规程、规范进行探放水。第八节 运输系统一、主运输系统使用用JTP-1.6绞车和1吨矿车提升运输。斜巷提升时，为防止跑车，井口安设一道挡车门，在挡车门上方2m处安设一道卧式阻车器；自井口开始每100m安设一道自动吊梁；耙装机后方3m安设一道手搬挡梁。

41、耙装机使用卡轨器固定。二、运输路线运矸线路：迎头副井副井井口地面翻矸台。运料线路：地面副井井口副井工作面。第九节 照明及通迅系统1、地面卸矸场安设照明灯。2、地面设调度室。3、井下作业地点安设矿用防爆电话机，能直接与调度室相互联系。第七章 灾害预防及避灾路线一、 灾害预防（一）防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到一炮三检并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。2、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5时，必须停