龙贵煤矿9101回风顺槽掘进作业规程

龙贵煤矿9101回风顺槽掘进作业规程

第一章工程概况

第一节概述

一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为9101回风巷。二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成9101回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的回风、行人及管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：485.2m。2、服务年限：6个月。四、预计开竣工时间预计开工时间为2010年5月10日，竣工时间为2010年10月10日。

第二节编写依据《初步设计》说明书，批准时间为2006年2月。《安全专篇》说明书，批准时间为2006年2月

《9101回风槽平、剖、断面图》，批准日期：2010年4月。

《2010版煤矿安全规程》，煤炭工业出版社2010年第一版。

《煤矿作业规程编制指南》，煤炭工业出版社2005年9月第一版。《龙贵煤矿各工种技术操作规程》。

第二节煤层赋存特征

一、煤层赋存特征

根据附近钻孔揭露情况，9-2煤层赋存条件较好，煤厚在0.96m～3.40m，均厚1.67m。均为可采煤层。顶板岩性为黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩，底板为灰黑色泥岩或粘土岩，距下部9-3煤层0.05～1.74m，平均间距

0.86m。9-2煤层赋存于山西组第一岩段中部。煤层产状：总体由西向东有增厚之势，煤层局部有变薄现象，厚度变化较稳定。

二、煤层瓦斯及自燃

根据该矿井地质报告，该矿井属低瓦斯矿井。根据瓦斯鉴定报告提供资料，证明该煤层无煤与瓦斯突出危险性,本区9-2煤尘有爆炸危险性；9-2煤属自燃煤层。

第三节地质构造

工作面地面沟壑发育，无蓄水，不影响工作面安全生产。根据9#煤集中运输巷的施工情况，揭露断层较少，但揭露的断层落差较大，地质条件较简单。三维地震物探资料显示，在9101工作面圈定区域有F19断层，对工作面掘进有一定影响。

第四节水文地质

1、水文地质情况

9101工作面地表无水体。根据断层走向分析，矿区西部被西来峰逆断层切割，断距大于300m，该断层下盘岩层倾角平缓，裂隙不发育，上盘岩层倾角较大，裂隙较发育，且多为封闭性裂隙，断层导水性差，区北部的F10和F19正断层的导水性比其它断层导水要强，因白云乌素沟在两条断层上通过，有第四系潜水补给，利用渗入系数法计算得历年来最大日补给量：F19断层为112.5m3/d，F10断层为309m3/d，间歇性沟谷在洪水期间对断层的补给量较大，补给时间又很集中，本

区逆断层、正断层较发育。逆断层近南北向延伸，裂隙发育不均匀，上盘裂隙比下盘发育；正断层一般呈东西向延伸，张性裂隙发育。由于断造中等，直接、间接充水含水层的含水空间以裂隙为主，直接充水含水带的单位涌水量一般小于0.1L/s·m，富水性弱～中等；无常年地表径流，且以贫乏的大气降水为主要补给源。据此将该区水文地质类型划分为第二类第一～二型，即[换行]裂隙充水矿床，水文地质条件简单～中等型。但开采时顶板陷落导致裂隙的发育，掘进时要加强防治水工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

9101回风顺槽巷从8#层8101回风顺槽巷溜煤眼往外15米右帮给定位置按140°30＇开窝，掘至9#煤层以中线方位沿煤层底板掘至转向按0°中线方位沿煤层底、顶板掘9101回风顺槽与9101回采切眼贯通，预计工程量为485.2m。

9101回风顺槽巷平面布置图见附图2

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测

自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。抽检指标为：顶锚杆锚固力不得低于60KN。发现不合格锚杆，必须在其周围200mm

的范围内补打合格锚杆。二、巷道表面位移观测施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进10m后设一组检测断面，两组检测断面之间的距离为30m，每组检测断面设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线处各设一个。每24小时检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查。每个检测点自设立之日起，连续检测时间不少于7d，之后按每7d检测一次再检测一个月。

第三节支护设计

一、巷道断面1、9101回风巷断面为直角矩形，其断面尺寸为：宽3.8m，高 2.7m，断面积10.26m2。2、巷道断面尺寸计算：S=2.7×1.9+2.7×1.9=10.26m2

9101回风顺槽巷道断面图见附图3

二、支护方式（一）永久支护巷道永久支护采用锚网＋钢带进行支护，锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆，锚杆间、排距为1000mm×800mm。每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm，锚固剂型号为MSK2335。网为Ф2mm的钢丝菱形网，网的规格为长4000mm，宽1000mm,网格度为100mm×100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到用细丝三花连接，且连接牢实，钢带使用Ф10mm螺纹钢制成，长3600mm，宽150mm。

9101回风顺槽支护形式图见附图4（二）按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH＋L1＋L2式中：Ｌ—锚杆长度，ｍ；Ｈ—冒落拱高度，ｍ；Ｋ—安全系数，一般取２；Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，

一般按经验取0.4m；Ｌ2—锚杆外露长度，一般取0.1m。其中：H=B/2f=3.1/2×3=0.52mB—巷道掘进跨度，mf—普氏岩石坚固性系数，取3则：L=2×0.52+0.4+0.1=1.54m施工时取L=2m。2、锚杆直径的确定：根据材料力学计算锚杆直径为：D=√4.4P/π×Jb式中：D—锚杆直径，mmP—锚杆截面载荷，取105kn。Jb—螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa 则：D=√4.4×105×103/3.142×410=18.9mm施工时取D=20mm。3、锚杆间、排距计算：a=√Ｑ/KHγa—锚杆间、排距，m；Ｑ—锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。γ—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。则：a=√43.5/2×0.63×22.54=1.24m施工时取a=1000mm，＜1.24m,间、排距选择合理。4、锚杆支护密度校核验算：⑴沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.7m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为1000mm×800mm，则该范围内有0.8排共计12根锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN），因此总锚固力为：F总=12×43.5/9.8=53.27t。⑵该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为 2.3g/cm3）为：G围=2.7×3.1×2×2.3=38.5t。⑶F总﹥G围，故所选支护密度适合。通过以上计算，选用直径20mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为1000mm×800mm能满足支护要求；

㈢临时支护⑴巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩后，采用临时支护形式。

前探梁临时支护形式、材料、规格及要求：

采取前探梁临时支护。前探梁为2400mmπ型钢梁，中心线左右600mm

处各一根；每根前探梁必须使用二个在一条直线上（该直线与巷道中心线平行）的前探梁钩悬挂，且前端前探梁钩距迎头距离不大于500mm。掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及10根符合要求的半圆木。前探梁拆下后，必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超过10m。

⑵临时支护后为永久支护。永久支护距迎头最大控顶距2.0m，最小控顶距0.4m。⑶临时支护与永久支护的关系：当控顶距＜0.8m时，只采用临时支护；当控顶距≥0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。㈣锚索加强支护施工过程中，根据围岩变化情况或在开门口及过断层时要采用锚索加强支护。

第四节支护工艺

一、锚网支护（一）支护材料1、锚杆[换行]及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm、长度为2000mm，锚杆间、排距为1000mm×900mm。每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm。锚杆必须出扣，外露长度≤50mm。托盘为正方形，规格为130mm×130mm，用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm，每卷长度为350mm，型号为MSK2335。锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯短注入的现象。2、锚网为直径2mm 的菱形网，网的规格为长4000mm，宽1000mm,网格度为

100mm×100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到每道必连且连接牢实。为了使用方便，钢带可制成两截使用。（二）锚杆安装工艺：1、打锚杆眼：打眼前，首先严格按中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往里的顺序检查顶帮，找掉悬矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆：安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为25～40s,直至锚杆达到设计深度。再等3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。锚杆锚固力不低于60KN。15min后可进行锚杆拉拔力测试。3、质量要求：锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75°。锚杆必须横成排、纵成线。锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。锚网支护应紧跟迎头。

二、巷道工程质量规定

第四章施工工艺

第一节施工方法：

巷道开门施工方法：1、开门前先在8101回风顺槽溜煤眼往外15米处，给定位置开口，以5°倾角向下掘至五米，由地测部门标定巷道中、腰线，施工单位严格按线找9#煤层，找到9#煤层后按给定的巷道中、腰线向前掘进施工。找到9#煤层后地测部门必须重新对巷道中、腰线进行校定。2、开门前，必须在开门口位置顶上打上两根牢固的锚索。由于扩帮部位原巷道断面增大，必须补打锚杆进行有效支护。3、开门前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。安检科必须派安检员跟班监督检查，确保施工安全进行。4、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到9101回风顺槽规定堆料位置，分类堆放整齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。

第二节爆破及凿岩方式

本规程所施工的巷道均采用钻爆法破落煤岩。

1、钻眼机具：采用MZ-1.2煤电钻钻眼，打锚杆眼及安装锚杆采用型ZK-100锚杆钻机，动源来自泵站。

2、装载、运输：前期安装刮板运输机，用刮板运输机跟迎头出货。后期安装皮带，用刮板运输机跟迎头出货。

3、降尘方法：打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水，爆破时使用水雾。

第三节爆破作业

掏槽方式为直眼掏槽法。1、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管，延期时[换行]间为100毫秒，每段间隔延期时间为25毫秒。2、装药结构：正向装药结构。3、起爆及联线方式：使用MFB-100型发爆器起爆，∮6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式；联线方式为大串联。4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm，眼距控制在350mm，眼距误差不超过50mm。周边眼周边眼距辅助眼500mm，辅助眼距掏槽眼600mm，周边眼和辅助眼应成三花眼布置，眼距误差不超过50mm。周边眼眼深1.8m，装药量为2节药卷。辅助眼、底眼眼深1.8m，装药量为3节药卷。掏槽眼眼深2.0m，装药量为4节药卷。每节药卷重量为200g/卷，每眼只准使用一个电雷管。实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。

9101回风顺槽炮眼布置图附图5

9101回风顺槽爆破说明书附图6

9101回风顺槽装药结构图附图7

第四节装载与运输

一、装载

放炮落煤岩人工装货相结合，使用刮板运输机出货。二、运输前期工作面的煤经刮板运输机拉运至8101回风顺槽巷溜煤眼进入集中运输皮

带进入上组煤煤仓。后期前期工作面的煤经刮板运输机拉运至9101回风顺槽皮带，经集中运输皮带进入上组煤煤仓。

9101回风顺槽巷设备布置图见附图8

第五节管线敷设

水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。监测线固定在腰线上0.8m处，电缆固定在腰线上0.6m处，用崩直的8#铁丝生根吊挂，每隔3m一吊挂，电缆垂度不超过50mm。水管固定在腰线下0.2m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。并随迎头的推进及时延长。风袋吊挂在腰线上0.3m，风筒出口距迎头不的超过5m。

第五章生产系统

第一节通风

一、掘进工作面需要风量计算：

1、按绝对瓦斯涌出量计算：

根据地质资料分析，预计9101回风顺槽掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.80m3/min,按规定瓦斯浓度不超过0.8%计算掘进工作面需要风量为:

Q掘=100×QCH4×K÷0.8

=100×0.80×1.7÷0.8

=170(m3/min)

式中:

QCH4----掘进工作面预计掘进期间的瓦斯绝对涌出量.

K-----瓦斯涌出不均衡系数,取1.7

2、按掘进工作面同时作业人数计算：

根据工作面劳动组织配备情况，掘进工作面每个小班作业人数为10人，按交接班两个班人数计算，掘进工作面同时作业人数最多为20人。

根据公式：Q掘＞4×N

式中：

N—掘进工作面最多同时作业人数，小班出勤人数一般为10人，按交接班时最多人数为20人计算，

则：Q掘＞4×20

Q掘＞80(m3/min)

3、按风速进行验算：

根据公式:掘进最低需要风量：

Q掘>15S掘(m3/min)

式中：

Q掘—掘进工作面需要风量，(m3/min)

S掘——掘进工作面的断面积，10.26m2

则：

Q掘＞15×S掘(m3/min)

Q掘＞15×10.26

Q掘＞153.9(m3/min)

掘进最高需要风量：

Q掘＜240S掘(m3/min)

式中：

Q掘—掘进工作面需要风量；(m3/min)

S掘——掘进工作面的断面积，10.26m2

则：

Q掘＜240×S掘(m3/min)

Q掘＜240×10.26

Q掘＜2462.4(m3/min)

经过验算：掘进工作面需要风量取最大值为170m3/min，符合15S＜Q 掘＜240S要求。

二、根据掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量：

１、该掘进工作面掘进期间局部[换行]通风机供风最长距离约为480米，按漏风率不超过10%计算：Q漏=Q吸×P＋L×P，分别计算出JBT—52、JBT—62、FD—1（2×15）三种型号局部通风机的漏风风量：

３、风速验算及风机选型：

通过上述计算，可选择一台型号为JBT—62型28KW吸入风量为250m3/min的局扇进行风速验算：V=Q实÷（S净×60）=215÷（8×60）

=0.45m/s式中：S净——掘进巷道净断面积，为8m2验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，符合《规程》要求。因此，掘进期间选用两台JBT—62型28KW，吸入风量为250m3/min的局扇对9101回风顺槽进行供风即可满足要求。掘进期间，两台风机均搭专用电，一台运转供风，一台备用。二、局部通风机安装地点和通风系统：9101回风顺槽掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机安设在集中运输巷距开口20m处的新鲜风流中。掘进期间若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系统发生变化时，通风工必须根据现场实际情况及时进行风量调节或调整局部通风机安设位置并编写补充措施，确保局部通风机供风满足生产需要。通风系统：副立井→井底车场→8#层主石门→集中运输大巷→9101运输联络巷→局部通风机→风筒→9101回风顺槽掘进迎头→9101回风巷→9101回风联络巷→8#层集中回风巷→8#层总回→地面。

9101回风顺槽通风系统示意图见附图9

第二节综合防尘

1、利用地面水池通过供水管路对9101回风顺槽掘进工作面进行供水[换行]防尘，供水路线为：地面水池→主斜井8#层石门→集中运输大巷→9101回风顺槽巷→9101掘进工作面迎头。

2、9101回风顺槽开门掘进30m后，通风工必须按规定安装一组净化水幕，距迎头不大于30m。掘进50m后安装第二组净化水幕，距迎头不得大于30m，并随掘进进度而逐渐向前移动。炮前由瓦检员打开喷雾降尘，炮后关闭，喷雾必

须全断面封闭巷道。3、施工单位铺接的防尘水管必须紧跟迎头，且每隔50m分出一个三通阀门，迎头30m每次放炮前后及出煤过程中由施工单位负责洒水降尘，30m以外，由防尘工每天负责冲洗，杜绝粉尘堆积和飞扬。4、通风工及施工单位必须每班按各自分管范围，对防尘系统及设施进行全面检查维护，确保供水正常。5、防尘管路必须每隔2m一吊挂，并确保平直，符合质量要求。6、掘进期间，通风工必须设计根据该处巷道断面（每平方断面200升水）安装一组隔爆水袋。待9101回风顺槽掘进能安装隔爆水袋后，及时将该组水袋进行安装。

7、掘进期间，防尘工必须每天对隔爆水袋进行认真检查维护，发现水袋水量不足或漏水时，必须及时加水、更换，确保水袋齐全、完好。8、掘进期间，通风工必须根据施工单位掘进进度逐渐将水袋向前移动，保证隔爆水袋距迎头不超过200m。

9101回风顺槽防尘系统示意图见附图10

第三节防灭火

1、每一入井人员严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井。

2、施工单位必须在掘进巷道内配备灭火器材，其数量规格和存放地点，按《2010年度灾害预防处理计划》中的规定执行。

3、掘进巷道内油脂的使用管理，严格按《煤矿安全规程》第224条：井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的

棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。

执行。4、所有施工人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。5、任何人发现井下火灾时，必须采取一切可能的方法进行直接灭火，同时视火灾的性质、灾区的通风情况立即汇报矿调度。并严格按《煤矿安全规程》第244条：任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区[换行]通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。6、电气设备着火时，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电的灭火材料进行灭火。

第四节安全监控

1、甲烷传感器的布置

掘进工作面正前的甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度112KVA和315KVA>112KVA∴选择双风机变压器一台为KSJ1-180/6，另一台为KBSG-200/6满足要求。⑵动力变压器的选择：Sb=(∑Pei.KX)/COS∮dj=[132+90+1.5+18.5+40+40+40+40+1.5+18.5+1.5]×0. 4/0.6=283KVA∵320KVA>283KVA∴选择KSJ2-320/6变压器满足要求。⑶干线的选择：风机干线的选择：Ig=(1000.∑Pei.KX)/(1.732.Ue.COS∮dj)=(1000×0.4×84)/(1.732×690×0.6)=4 6.8A∵138A>46.8A∴选择电缆MY-0.38/0.663×35+1×10满足要求。⑷动力干线的选择：Ig=(1000.∑Pei.KX)/(1.732.Ue.COS∮dj)=(1000×(40+40+40+40+18.5+1.5)×0.

4)/(1.732×690×0.6)=101A∵138A>101A∴选择电缆MY-0.38/0.663×35+1×10满足要求。⑸过电流继电器整定计算：风机组过电流继电器整定计算：IZd≥Ist+IN=1.15×(28×6)+【（28+28+28）×1.15】=257.6A&th[换行]ere4;IZd=300A动力组过电流继电器整定计算：IZd≥Ist+IN=1.15×(40×6)+【（40+40+40+18.5+1.5）×1.15】=437A∴IZd=500A⑹开关灵敏度的校验：采用数表法计算线路最远点两相短路电流。风机开关灵敏度的校验：其实际长度为750m，查表得换算长度为1028m，查表得I（2）d1=455A。∴Kr=I（2）d1/IZd1=455/300=1.52>1.5满足要求。动力开关灵敏度的校验：其实际

长度为460m，得换算长度为879m，得I（2）d2=1065A。∴Kr=I（2）d2/IZd1=1065/500=2.13>1.5满足要求。⑺图中未注明电缆型号按MY-0.66/0.38橡胶电缆选取。

9101回风顺槽供电系统示意图见附图12

第六节排水

根据地质说明书的有关资料，本工程上覆煤岩层分布有砂岩裂隙弱含水层，掘进过程中局部地段将会出现林滴水，水源为上覆弱含水层裂隙渗入。采用挖设水沟及水仓排水。

9101回风顺槽排水系统示意图见附图13

第八节运输

运煤：

9101回风顺槽掘进工作面刮板运输机→8101回风顺槽巷溜煤眼→集中运输巷皮带→煤仓→主斜井皮带→地面2、运料：地面相应料场→副立井→副立井底车场→轨道运输大巷→8101运输联络巷→9101回风顺槽巷施工迎头。

9101回风顺槽运输系统示意图见附图14

第九节照明、通讯

一、照明井下作业人员均采用矿灯自行照明。二、通讯通讯使用矿用安全本质型电话和各通讯点联系。

9101回风顺槽信号、通讯示意图见附图15

３、风速验算及风机选型：

通过上述计算，可选择一台型号为JBT—62型28KW吸入风量为250m3/min的局扇进行风速验算：V=Q实÷（S净×60）=215÷（8×60）=0.45m/s式中：S净——掘进巷道净断面积，为8m2验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，符合《规程》要求。因此，掘进期间选用两台JBT—62型28KW，吸入风量为250m3/min的局扇对9101回风顺槽进行供风即可满足要求。掘进期间，两台风机均搭专用电，一台运转供风，一台备用。二、局部通风机安装地点和通风系统：9101回风顺槽掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机安设在集中运输巷距开口20m处的新鲜风流中。掘进期间若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系统发生变化时，通风工必须根据现场实际情况及时进行风量调节或调整局部通风机安设位置并编写补充措施，确保局部[换行]通风机供风满足生产需要。通风系统：副立井→井底车场→8#层主石门→集中运输大巷→9101运输联络巷→局部通风机→风筒→9101回风顺槽掘进迎头→9101回风巷→9101回风联络巷→8#层集中回风巷→8#层总回→地面。

9101回风顺槽通风系统示意图见附图9

第二节综合防尘

1、利用地面水池通过供水管路对9101回风顺槽掘进工作面进行供水防尘，供水路线为：地面水池→主斜井8#层石门→集中运输大巷→9101回风顺槽巷→9101掘进工作面迎头。

2、9101回风顺槽开门掘进30m