一、概述:

按照2-2中回風大巷(延伸)設計的要求,2-2中回風大巷(延伸)與2上至2中繞道(b測點向2-2上方向11米處)截止2012年11月10日剩余24米貫通,為保證施工安全,特制定本措施。

二、施工要求:

1、2-2中回風大巷(延伸)嚴格按照生產技術科給定中腰線進行施工。

2、2-2中回風大巷(延伸)與2上至2中繞道貫通處頂部采用錨網索支護。錨桿采用φ20*2500mm的右旋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距800*900mm,7-7-7布置,錨桿錨固采用ck2370錨固劑,每根錨桿用1支,鋼帶采用φ12圓鋼加工,規格為4870*90mm,鋼筋網采用φ6.5mm鋼筋加工,頂部(兩片)4000mm×1000mm。貫通處采用錨索結合w鋼帶進行加固支護,頂部錨索采用φ15.24mm鋼絞線(l=8000mm),錨索錨固采用ck2370錨固劑,每根錨索用2支。(加固要求見附圖)。

3、兩幫部錨桿均采用φ20×2500mm的右旋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距900×900mm,3-3-3布置,錨桿錨固采用ck2335錨固劑,每根錨桿用1支,兩幫部鋼帶均采用φ12圓鋼加工,鋼帶規格2830×90mm。

4、貫通后頂、底板與2上至2中繞道不得留有底臺階。

三、貫通安全技術措施

1、貫通時必須有盯崗干部在現場指揮,否則嚴禁施工;

2、貫通時嚴格執行“敲幫問頂”制度,確定無安全隱患后方可施工;

(1)、敲幫問頂工作應由2名有經驗的人員擔任,1人負責敲幫問頂、1人觀察頂板、兩幫和退路。敲幫問頂人員必須站在支護完好的安全地點,觀察人應站在敲幫問頂人員的側后方,并保證退路暢通。

(2)、敲幫問頂應從有完好支護的地點開始,由外向里先頂部、由上向下后兩幫依次進行,敲幫問頂范圍內嚴禁其他人員進入。

(3)、敲幫問頂人員應戴手套和使用長把專用工具。

(4)、敲幫問頂時要停止周圍5米范圍內運轉的機器設備,防止機械傷人事故發生。

(5)、頂幫遇有大塊斷裂煤矸或煤矸離層時,應首先設置臨時支護,保證安全后再順著裂隙、層理慢慢地找下,不得硬刨強挖,在確認無安全隱患后方可繼續施工。

3、距巷道貫通前5米通知礦相關部門。

4、巷道貫通前如幫部有片幫、炸幫現象,必須及時補打臨時錨桿。

5、貫通后,按照以上要求對預透巷道頂部進行加固支護。

6、當工作面頂板破碎時,應采用“掘一排、支一排”的辦法施工,最大控頂距不大于1.2m。

7、若貫通時發現頂板(幫部)有裂隙、有片幫危險時應立即停止施工,根據現場實際情況加打錨桿進行臨時支護,確認無安全隱患后方可繼續施工。

8、貫通時要小斷面貫通,然后再刷大斷面,嚴禁一次大斷面貫通,刷大后處理完活茬,確定清理完后立即對頂板進行支護。

9、貫通后嚴禁任何人員進入貫通處空頂區域。

10、貫通肩角處有空頂區域時,要進行錨網支護,不得空頂。

11、綜掘機運行過程中,嚴禁人員在綜掘機兩側及前方作業。

12、裝載機出貨過程中,人員必須躲到安全地點,裝載機在運行到裝貨點、卸貨點時,5米范圍內嚴禁人員作業、逗留。

四、未述事宜執行《煤礦安全規程》(2011版)、《安全技術操作規程》及《2-2中回風大巷(延伸)作業規程》、《鄂爾多斯市昊華精煤有限責任公司安全技術操作規程》中相關內容。

篇2:膠帶順槽正巷繞道開口及貫通施工安全技術措施

為確保2106膠帶順槽正巷及繞道開口和施工期間掘進安全,特制定如下安全技術措施:

一、工程概況:

(一)、巷道用途:

2106膠帶順槽主要為2106綜采工作面出貨及回風服務。

2106膠帶順槽繞道主要為2106膠帶順槽掘進期間進風及進料服務。

(二)、工程量及施工安排:

1、工程量見附表

巷道名稱掘進方式工程量

2106膠帶順槽炮掘137.6m

2106膠帶順槽繞道炮掘68.81m

2、施工安排:

(1)、2106膠帶順槽正巷從一采區回風巷CH18點前17.98m開口(中至中)沿180°方位角,坡度8°51′上山掘進52.6m(平距52m)后平掘9m,然后沿9°下山預計施工36.43m(平距35.98m)進入2#煤,之后沿2#煤頂板掘進5.0m與2106膠帶順槽繞道貫通后繼續沿2#煤頂板掘進30m停掘。

(2)、2106膠帶順槽繞道從一采區軌道巷CG15點后2.59m開口,(中至中)方位角140°平掘施工10m后,沿6°坡度上山施工22.7m(平距22.6m)進入2#煤,之后平掘施工10m到設計的2105軌道順槽前進方向的右幫,繼續沿2#煤頂板施工22.6m到設計的2106膠帶順槽的前進方向的右幫。

(3)、注意事項:2106膠帶順槽正巷8°51′上山掘進施工25.3m——29.8m過一采區膠帶巷空巷。平掘施工的9m段過一采區軌道巷空巷。

(4)、2106膠帶順槽正巷開工位置頂板標高609.9m;

一采區膠帶巷空巷頂板標高603.2m;

一采區軌道巷空巷段及繞道開口頂板標高610.0m;

預計2#煤頂板標高611.6(參考中煤在一采區軌道巷打鉆成果)

(三)、出貨及通風方式:

(1)、2106膠帶順槽正巷施工5m后采用耙斗機出貨至一采區回風巷皮帶上,溜煤眼施工完成后采用耙斗機配合溜子從溜煤眼出貨至一采區膠帶巷皮帶上。

(2)、2106膠帶順槽繞道開口采用人工裝礦車出貨。開口5m后采用耙斗機配合溜子裝礦車,然后經一采區軌皮二聯巷溜子到一采區膠帶巷皮帶上。

(3)、通風方式:

2106膠帶順槽正巷:一采區膠帶巷——一采區皮回聯巷——一采區回風巷——2106膠帶順槽——一采區回風巷。(風機采用15KW)

2106膠帶順槽繞道:一采區軌道巷——2106膠帶順槽繞道——一采區軌皮二聯巷——一采區膠帶巷——一采區皮回聯巷——一采區回風巷。(風機采用15KW)

二、巷道斷面:

1、2106膠帶順槽開口20m段:毛寬2.5m,毛高2.8m,斷面積7.0m2;凈寬2.3m,凈高2.5m,斷面積為5.75m2。

2、2106膠帶順槽正巷77.3m段:毛寬4.4m,毛高2.8m,斷面積12.32m2;凈寬4.2m,凈高2.5m,斷面積為10.5m2。

3、2106膠帶順槽皮帶機頭35m段:毛寬4.7m,毛高2.8m,斷面積13.16m2;凈寬4.5m,凈高2.5m,斷面積為11.25m2。

4、2106繞道:毛寬3.6m,毛高2.8m,斷面積10.08m2;凈寬3.4m,凈高2.5m,斷面積為8.5m2。

支護形式:

(一)、2106膠帶順槽開口20m段

1、頂板采用Φ20mm×2.2m的螺紋鋼錨桿,1.1×2.9m的鍍鋅金屬網,Φ14-80-2100mm的鋼帶進行支護。頂錨桿間排距分別為1000×1000mm,每排布置3根。

2、錨索采用Φ17.8×6500mm的鋼絞線,錨索托板300×300×16mm及配套鎖具。錨索每隔一排巷中布置一根。

(二)、2106膠帶順槽正巷77.3m段

1、頂板采用Φ20mm×2.2m的螺紋鋼錨桿,1.1×4.8m的鍍鋅金屬網,Φ14-80-4200mm的鋼帶進行支護。頂錨桿間排距分別為800×1000mm,每排布置6根。

2、錨索采用Φ17.8×6500mm的鋼絞線,錨索托板300×300×16mm及配套鎖具。錨索兩側0.8m各布置一根,間排距分別為1600×2000mm。

(三)、2106膠帶順槽皮帶機頭35m段

1、頂板采用Φ20mm×2.2m的螺紋鋼錨桿,1.1×5.1m的鍍鋅金屬網,Φ14-80-4200mm的鋼帶進行支護。頂錨桿間排距分別為800×1000mm,每排布置6根。

2、錨索采用Φ17.8×6500mm的鋼絞線,錨索托板300×300×16mm及配套鎖具。錨索第一排中線兩側0.8m各布置一根,第二排中線處布置一根。間排距分別為1600×1600mm。

(四)、2106膠帶順槽繞道

1、頂板采用Φ20mm×2.2m的螺紋鋼錨桿,1.1×4.0m的鍍鋅金屬網,Φ14-80-3300mm的鋼帶進行支護。頂錨桿間排距分別為800×1000mm,每排布置5根。

2、錨索采用Φ17.8×6500mm的鋼絞線,錨索托板300×300×16mm及配套鎖具。錨索每排巷中線處布置一根。

(五)、兩幫使用Φ16m×1600mm圓鋼錨桿,1.1×2.1m的金屬網和Φ14-80-2000mm的鋼帶進行支護,幫錨桿布置方式為每排三根平行布置,間排距為900×1000mm。

四、臨時支護

1、臨時支護采用兩根3.15m內注式單體液壓支柱配合3.2m×1/2Φ18cm的半園木棚板進行臨時支護。

2、施工期間最大控頂距為2.2m,最小控頂距為0.2m。

五、安全技術措施

(一)開口安全技術措施

開口施工前,風機必須安設好。主風機必須安設有風電閉鎖,巷內其他非本安電器設備必須安裝瓦斯電閉鎖裝置,不得隨意停風,因停電檢修或其它原因致使風機停運轉時,必須撤出人員,切斷電源。恢復通風前,必須檢查局部通風機及其開關附近10m范圍內的瓦斯濃度,只有在瓦斯濃度低于0.5%時,方準送電進行供風。風機要安設在一采區膠帶巷和一采區軌道巷距回風口大于10m的新鮮風流中,且確保安設地點支護完好,圍巖穩定。

開口施工前及每次放炮前副隊長、帶班長必須親自檢查巷道內電纜、設備、風筒等是否用廢舊皮帶蓋好,如有遺漏處必須及時處理,以免爆破崩壞。

繞道開口施工前,一采區軌皮二聯巷溜子必須鋪設牢靠。

(二)爆破安全技術措施

1、所有的放炮人員必須持證上崗,按章操作。

2、放炮員必須將炸藥、電雷管分別存放在專用的箱內,并加鎖,嚴禁亂扔、亂放。火藥箱必須放在頂板完好支架完整,避開機械和電氣設備的地點。每次放炮時,都必須將炮藥存放到警戒線以外的安全地點。

3、裝配引藥時,電雷管只許由藥卷的頂部裝入,不得用電雷管代替木竹棒扎眼,電雷管必須全部插入藥卷內,嚴禁將電雷管斜插在藥卷中部或捆在藥卷上。

4、裝配引藥時,應在頂板完好,避開電氣設備和導電體的放炮工作地點附近進行,嚴禁坐在炮藥箱上裝配引藥。

5、裝配引藥時,必須防止電雷管受震動或沖擊,以及防止折斷電雷管腳線和損壞腳線絕緣層。

6、雷管插入藥卷后,應用腳線將藥卷纏住,以便把雷管固定在藥卷內,且必須將雷管腳線末端扭結短路,以防雜散電流引爆。

7、裝藥后必須將電雷管腳線懸空,嚴禁電雷管腳線、放炮母線同運輸設備、電氣設備以及采掘機械等導電體接觸。

8、裝藥采用正向裝藥,嚴禁反向爆破,嚴禁裝蓋藥。

9、炮眼封泥采用水炮泥、水炮泥外剩余的炮眼部分應用粘土炮泥封實。炮泥長度不能小于炮眼深度的二分之一,嚴禁用煤粉或其它可燃性材料作為炮泥。

10、放炮前,腳線連接工作可由專門培訓的班組長協助放炮員進行放炮母線的聯接,線路檢查和通電工作只準放炮員一人操作。

11、放炮母線要有足夠長度,放炮直線距離不小于100米,放炮時所有工作人進入警戒線以外。

12、不準使用兩根材質,規格不同的導體作母線,發現母線外皮破損,必須及時包扎。放炮母線隨用隨掛、嚴禁使用固定放炮母線,放炮前,放炮母線必須扭結短路。

13、放炮前,班組長必須親自布置警戒,警戒位置不小于100米,放炮時所有人員都要撤到警戒線以外,人數清點準確后,放炮員得到班組長的命令,才能放炮。

14、放炮后、放炮員、瓦斯員、班組長必須巡視放炮地點,檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、錨桿及瞎炮、殘炮等情況。如有危險情況必須立即處理。

15、處理拒爆殘爆時必須在班組長的直接指揮下進行,并應在當班處理完畢。如果當班不能處理完畢時,放炮員必須同下班放炮員在現場交接清楚。拒爆殘爆嚴格執行《煤礦安全規程》第342條中的規定。

16、放炮作業時,放炮員、班組長、瓦檢員都必須嚴格執行“一炮三檢”和“三人連鎖”放炮制度。

17、放炮必須使用專用發炮器,嚴禁明火放炮。

18、當班剩余火工品必須與下班交接,并作記錄,如遇空班,必須退回火藥庫。

(三)、過空巷安全技術措施

1、過空巷前后10m開炮前,當班帶班長或副隊長要派專人進空巷位置前后100m設警戒,嚴禁任何人員、設備等進入空巷區域。

2、過空巷前后5m范圍2106膠帶順槽正巷施工時,嚴禁一次性全斷面爆破,并且采用多打眼、少裝藥、縮小循環進度的形式過空巷。

3、每次爆破后,設警戒人員必須先檢查空巷區域頂板完好情況,確認無隱患后方可撤警戒。如發現隱患,必須及時匯報調度室,由相關領導組織人員及時處理。只有處理完隱患并確認安全后方可恢復2106膠帶順槽正巷掘進。

4、一采區軌道巷、一采區膠帶巷空巷區域前后,必須有一臺能直接聯系2106膠帶順槽工作面施工人員的通訊設備。設警戒人員必須經工作面當班副隊長或帶班長同意后方可撤警戒。

5、2106膠帶順槽正巷與2106膠帶順槽繞道工作面掘進相距20m時,必須停止掘進一個工作面。

(四)、貫通安全技術措施

1、巷道貫通前必須及時通知調度室、通風區,以便及時檢測風量,提前做好調整風向的準備工作。

2、巷道貫通時必須由專人在現場同一指揮,停掘的工作面必須保持正常通風,設置柵欄及警戒,經常檢查風筒的完好情況和工作面及其風流中的瓦斯濃度,瓦斯超限時及時處理。掘進的工作面每次爆破前,必須派專人和瓦斯檢查工共同到停掘的工作面檢查瓦斯濃度,超限必須停止工作,然后處理瓦斯,只有在兩巷的瓦斯濃度都在1.0%以下時,掘進的工作面方可爆破.每次爆破前,兩條巷道必須有專人警戒。

3、貫通后,必須停止巷道內一切工作,立即調整通風系統,風流穩定后,方可恢復工作。

4、2106膠帶順槽與2106膠帶順槽繞道貫通前后5m段。2106膠帶順槽繞道及2106膠帶順槽正巷錨索每排布置兩根,布置方式為巷中兩側0.8m分別打一根。2106膠帶順槽錨索采用Φ21.6×6500mm的鋼絞線,2106膠帶順槽繞道錨索采用Φ17.8×6500mm的鋼絞線。

(五)其他

1、開工前,地測部門必須及時標定施工中、腰線,施工隊組嚴格按線施工。

2、頂部錨桿呈矩形均垂直于頂板布置。錨索必須緊跟工作面,保證有效長度,不得剪切,外露長度不大于300mm,開口處前后5m范圍內補打Φ20×2200mm全錨樹脂錨桿配合400*200的“W”鋼帶進行補強支護,間距為2.0m。錨桿緊固必須用專用風動工具進行,確保頂錨桿緊固力不小于300N.M,幫錨桿緊固力不小于120N.M。頂錨桿錨固力不小于105KN,幫錨桿錨固力不小于48KN,錨索錨固力不小于200KN。

3、如施工過程中頂板破碎,工作面遇斷層等要及時的縮小循環進度,縮小永久支護排距。

4、耙斗機、刮板輸送機安設要用Φ20×2200mm的錨桿錨固好。耙斗機操作臺前要有護欄、照明。

5、礦車出貨時,嚴格執行“行人不行車,行車不行人”制度。

6、施工過程中,如有發生意外事故,跟班副隊長或帶班長必須及時匯報調度室,由值班領導組織處理。

7、其余未涉及之處,嚴格執行煤礦“三大規程”中的有關規定。

篇3:回風繞道貫通調風安全技術措施

為保證通風系統的合理性,根據生產布署安排,11601回風順槽與回風石門之間要開一聯巷,取名采區回風繞道,該巷道自開工到與石門貫通共有18米根據《規程》第108條規定和《防突管理規定》第19條第四款有關規定特制定采區回風上山貫通后通風流調整安全措施如下:,一、?成立貫通前、貫通時、貫通后風流調整組織領導機構:

組長:李獻書副組長:靳立全成?員:張曉、柳瑞生及掘進、通防工區人員二、?貫通前的準備工作:1、因該巷道在4月23日早班開工故在自4月23號早班,回風石門上下兩端、11602回風口以里50米、采區回風上山下端打上柵欄,懸掛“禁止入內”警示牌,不經允許不得進入。2、貫通施工中做好被貫通地點的警戒工作,并嚴格執行“一炮三檢”制度,放炮前要按規定做好警戒工作,禁止一切人員入進入警戒區。3、回風石門不能停止瓦斯檢查工作。應班班檢查被貫通處的瓦斯含量。只有在規定的瓦斯濃度時(瓦斯不超過0.8%,二氧化碳不超過1.2%)時掘進工作面方可裝藥起爆,否則嚴禁施工。4、每次裝藥放炮前,班組長必須派專人和瓦斯檢查員到回風繞道迎頭及回風石門檢查瓦斯,只有兩邊瓦斯濃度在0.8%以下方可工作。5、放炮前必須派專人站崗;位置(附貫通通知單)6、掘進工作,放炮要嚴格遵守綜合防塵制度,濕式打眼,使用水炮泥,放炮前后灑塵,嚴格執行“三保險、三人連鎖、一炮三檢”制度,放炮前要及時在回風石門透點附近灑水滅塵。安全員要嚴格檢查落實,一項不合格,不準放炮。7、每次放炮后,放炮員和掘進班組長必須巡視放炮地點和回風石門透點,檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板和瞎炮情況,發現異常,立即處理等檢查完畢發現無異常情況,人員退出警戒區,才允許掘進工作面下一次放炮。8要維護好風筒,保證迎頭有充足的風量。9、安監、調度部門要派專人現場監督貫通措施的執行情況三、?貫通時:

(1)、距貫通點有5米時,技術科通知調度室,由調度室通知通風科,通風科派專人到現場跟班,隨時檢查有害氣體濃度。放炮時,站崗位置,布置明確,責任到人,確保安全貫通。貫通時,必須先用長桿子打探眼,探透后,要用風鎬向前掘進直到預透點,并保護好預透點附近的電纜、風管、水管、抽放管、隔煙花爆設施等設備,防止損壞。

(2)、巷道在全斷面貫通前,迎頭局部通風機保持正常運轉。四、貫通后的調風措施1、巷道全斷面貫通后,掘進工區當班電工負責關閉停止采區回風巷的。通防科派專人在各調節風窗前調節風流。通風科人員開始調整風量。2、貫通后。1)利用調節風控制進入11602工作面的風量保證在700m3/min左右2)利用調節風窗調節各供風點風量,使其達到配風計劃要求3、調整風量時,整個采區必須停止作業,要有安全科長和通防區長進行現場指揮,發現問題及時處理。4、調風期間,采區回風上山內必須有專職瓦檢員檢測瓦斯濃度,若有變化及時匯報,若出現瓦斯濃度超過0.8%,二氧化碳濃度超1.2%時,必須馬上調整調節風窗進行處理。5、調風期間,防止風流紊亂整個采區的所有迎頭內,要撤出所有與調風無關的人員,切斷電源。6、調風完畢,且風流穩定30分鐘后。瓦斯員再檢測整個采區開關及電氣設備附近10米內風流中瓦斯濃度不超過0.4%,方可由通風科跟班人員通知調度室,宣布調風結束。五、貫通執行1、以上規定,望各工區嚴格遵守執行,未述及之處按《規程》要求施工。2、本安全措施經組織會審批準下發后,由回影順負責向所有作業人員進行貫徹學習,否則不準下井作業。3、從下發之日開始執行。附風量分配一、礦井風量、風壓及等積孔根據煤層瓦斯含量計算經驗公式和《礦井瓦斯涌出量預測方法(AQ1018-2006)》標準,采用分源預測法對礦井相對瓦斯涌出量進行預測。經計算,容易時期采煤工作面的相對瓦斯涌出量為13.5m3/t,掘進工作面的絕對瓦斯涌出量為1.5054m3/min;困難時期采煤工作面的相對瓦斯涌出量為15.6m3/t,掘進工作面的絕對瓦斯涌出量為1.1188m3/min。1、風量計算礦井以一個炮采工作面達到設計生產能力30萬t/a,根據《煤礦安全規程》第103規定:礦井需要的風量,按下列要求分別計算,并取其最大值。(1)按最大班下井人數計算Q礦進=4×N·K礦通式中:Q礦進—礦井總供風量,m3/s;N—井下同時工作的最多人數,按100人計算;K礦通—礦井通風系數,包括礦井內部漏風和配風不均勻等因素,取K礦通=1.25。Q礦進=4×50×1.25=500m3/min=8.3m3/s。(2)按采煤、掘進、硐室及其它地點實際需要風量計算1)采煤工作面風量計算①按采煤工作面絕對瓦斯涌出量計算:采煤工作面按絕對瓦斯涌出量計算風量的公式為:容易時期:Q=100q絕k=100×3.59×1.6=574m3/min=9.57m3/s困難時期:Q=100q絕k=100×4.14×1.6=662m3/min=11.04m3/s式中:?q絕————采煤工作面絕對瓦斯涌出量,m3/min;容易時期采面的相對瓦斯涌出量為:13.5m3/t,則絕對瓦斯涌出量為:13.5×870/1440=8.16m3/min,礦井抽放率取56%,則抽放后的瓦斯量為:8.16×0.44=3.59m3/min;困難時期采面的相對瓦斯涌出量為:15.6m3/t,則絕對瓦斯涌出量為:15.6×870/1440=9.42m3/min,礦井抽放率取56%,則抽放后的瓦斯量為:9.42×0.44=4.14m3/min;K————瓦斯涌出不均衡系數,可取1.2~1.6,取1.6;②按最大班出勤人數計算Q=4N=4×50=200m3/min=3.33m3/s式中:?N——工作面最大班出勤人數③按工作面溫度計算容易時期:Q采=Vc·Sc·Ki=1.0×6.2×1.1=6.8m3/s困難時期:Q采=Vc·Sc·Ki=1.0×5.7×1.1=6.3m3/s式中:?Vc——工作面風速,取1.0m/s?Sc——工作面平均斷面,容易時期取6.2m2,困難時期取5.7m2;Ki:工作面長度系數,取1.1。④按風速驗算容易時期:Qmin=15s=15×6.2=93m3/min=1.55m3/sQma*=240s=240×6.2=1488m3/min=24.8m3/s困難時期:Qmin=15s=15×5.7=85.5m3/min=1.43m3/sQma*=240s=240×5.7=1368m3/min=22.8m3/s式中:?s——工作面平均斷面積,容易時期取6.2m2,困難時期取5.7m2;綜合上述計算,回采工作面容易時期按Q采=9.57m3/s配風,困難時期按Q采=11.04m3/s配風。2)掘進工作面風量計算掘進工作面風量計算①按絕對瓦斯涌出量計算掘進工作面按絕對瓦斯涌出量計算風量的公式為:容易時期:Q=100q絕k=100×1.5054×2.0=301.08m3/min=5.02m3/s困難時期:Q=100q絕k=100×1.1188×2.0=223.76m3/min=3.73m3/s式中:?q絕———掘進工作面絕對瓦斯涌出量,容易時期為1.5054m3/min;困難時期為1.1188m3/min;K————瓦斯涌出不均衡系數,取2.0②按最大炸藥消耗量計算Q=25A=25×4=100m3/min=1.67m3/s式中:A——掘進工作面最大炸藥消耗量,約4Kg。②按工作面最大班出勤人數計算Q=4N=4×15=60m3/min=1m3/s式中:N——掘進工作最大班出勤人數,取15人③按局部通風機實際風量計算Q掘=Q扇×I+60×0.25S=335×1+60×0.25×6.83=437.45m3/min=7.29m3/s式中:?Q掘————掘進工作面實際需風量,m3/minQ扇————局部通風機實際吸風量,m3/minI————局部通風機臺數,臺S————局扇安裝處斷面,取6.83m2掘進工作面采用FBD6.0型局部通風機壓入式供風,其風量為240~335m3/min。④按風速驗算Qmin=15S=15×7.68=115.2m3/min=1.92m3/sQma*=240S=240×7.68=1843.2m3/min=30.72m3/s式中:S——掘進工作面斷面,7.68m2綜合上述計算,掘進工作面按取Q=7.29m3/s配風。我礦現有掘進工作面3個ΣQ掘=7.29×3=21.87m3/s3)硐室風量計算礦井共有機電硐室設計有三個獨立通風硐室,一個為絞車房,配風1.0m3/s;一個為中央變電所,配風1.0m3/s,兩個為聯巷,配風1.0m3/s,共配風4m3/s。4)分別法,按各需風地點實際需風量計算礦井風量:Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K礦式中:ΣQ采——采煤工作面所需風量之和;ΣQ掘——掘進作面所需風量之和;ΣQ硐——各獨立供風硐室所需風量之和;ΣQ其它——其它行人和維護巷道所需風時之和,根據該礦的開拓及巷道布置,取(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)的5%。容易時期:∑Q其它=(15.07+7.29×2+2)×5%=1.58(m3/s);困難時期:∑Q其它=(17.41+7.29×2+3)×5%=1.75(m3/s);K礦————礦井通風系數(包括礦井內部漏風和配風不均勻系數),取1.25。容易時期:Q=(9.57+7.29×3+2+1.58)×1.2=42.02m3/s困難時期:Q=(11.04+7.29×3+3+1.75)×1.2=45.2m3/s所以,容易時期總風量按Q=42m3/s配風,困難時期總風量按Q=46m3/s配風。5)風量分配:①礦井容易時期總風量為43m3/s,其中:回采工作面配風9.57m3/s,每個掘進工作面配風7.29m3/s,硐室4m3/s。風量分配見下表:②礦井困難時期總風量為47.3m3/s,其中:回采工作面配風17.4m3/s,每個掘進工作面配風7.29m3/s,硐室6m3/s,其它2m3/s。風量分配見下表:容易時期:(9.57+7.29×3+2+1.58)×1.2=37.44m3/s困難時期:Q=(11.04+7.29×3+3+1.75)×1.2=40.91m3/s貫通前風量分配及實際有效風量用風地點貫通前風量需風量實際配風量富余系數m3/sm3/s采煤工作面9.5714.61.531608掘進工作面7.298.41.15采區回風上山7.298.11.11主運輸巷掘進工作面7.298.21.12中央變電所11.51.5絞車房11.41.4臨時變電所11.21.2其它巷道2.1231.42合計36.5646.41.272)、礦井風量重新分配(巷道貫通后)1)分配原則:確定礦井總風量后,應將其分配到各用風地點,其分配原則主要是:①分配到各用風地點(包括回采面、掘進面、硐室等)的風量,應不低于計算風量;②為維護巷道,防止坑木腐爛,金屬銹蝕,以及行人安全等,所有巷道都應分配一定的風量;③風量分配后,應保證井下各處瓦斯濃度,有害氣體濃度,風速等滿足《煤礦安全規程》的各項要求。2)分配方法①確定礦井總風量后,首先按照采區布置圖給各回采面、掘進面、硐室分配風量;②從總風量中減去各回采面、掘進面、硐室用風量,余下的風量按采區產量、采掘面數目、硐室數目等分配到各采,再按一定比例將這部分風量分配到其他用風地點,用于維護巷道和保證行人安全。礦井風量Q礦井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K礦,根據礦井采掘接續關系及以上風量計算,礦井容易時期風量分配及通風困難時期風量分配詳見表