4204辅运顺槽作业规程(修改)

目录
第一章工程概况 (4)
第一节概述 (4)
第二节编写依据 (4)
第二章地面相对位置及地质情况 (5)
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (5)
第二节煤层赋存特征 (5)
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距 (5)
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 (6)
第三节地质构造 (6)
第四节水文地质 (6)
第三章巷道布置及支护说明 (8)
第一节巷道布置 (8)
第二节矿压观测 (8)
第三节支护设计 (8)
第四节支护工艺 (11)
第四章工程施工方法及工艺 (14)
第一节施工方法 (14)
第二节装载与运输 (15)
第三节激光、管线的敷设 (16)
第四节煤质保证及文明施工 (16)
第五节施工设备 (17)
第五章工作面生产系统 (18)
第一节通风系统 (18)
第二节压风系统 (22)
第三节瓦斯防治 (22)
第四节综合防尘 (23)
第五节防灭火系统 (24)
第六节安全监测监控系统 (25)
第七节供电系统 (25)
第八节供、排水系统 (26)
第九节运输系统 (26)
第十节照明、通信及信号 (27)
第一节劳动组织 (27)
第二节循环作业 (28)
第七章安全技术措施 (30)
第一节“一通三防” (30)
第二节顶板管理安全技术措施 (33)
第三节防治水安全技术措施 (37)
第四节机电管理安全技术措施 (38)
第五节停送电安全技术措施 (39)
第六节运输安全技术措施 (40)
第七节联巷开口及贯通安全技术措施 (42)
第八节瓦斯检查管理安全技术措施 (42)
第九节井下防火灾管理安全技术措施 (43)
第十节各工种操作时的安全技术措施 (43)
第十一节巷道贯通安全技术措施 (45)
第十二节通风安全监测监控系统安全技术措施 (46)
第十三节大型设备吊装、下井、捆绑安全技术措施 (47)
第十四节探放水安全技术措施 (47)
第八章灾害防治及避灾路线 (51)
第一节水灾的防治措施及避灾路线 (51)
第二节火灾防治措施及避灾路线 (52)
第三节瓦斯、煤尘事故的预防及避灾路线 (54)
第四节顶板事故的预防 (56)
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4204辅运顺槽。

二、巷道位置及目的
工作面处于辅运大巷北部、4203辅运顺槽的东侧，地面对应的位置位于工业广场北部，地表为沙丘，无建筑物。

掘进的目的是为形成4204综采工作面生产系统，满足该工作面的通风、排水、辅助运输等需要。

三、巷道设计长度及服务年限
4204辅运顺槽沿煤层底板施工，设计长度1500m。

巷道服务年限为1年。

四、工程开竣工时间
本掘进工作面自2011年03月10日开工，预计2011年06月30日完工。

附图1：巷道布置图
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
1、采区设计说明书为《内蒙古伊丰矿业有限责任公司煤矿优化初步设计》，批准时间为2009年12月。

二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《4204辅运顺槽掘进地质说明书》，批准时间为2010年6月10日。

二、矿压观测
根据邻近矿井的开采情况及已掘巷道掘进时揭露，岩层赋存较好，岩层顶、底板较完整，矿压显现不明显，不存在应力集中现象。

第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、地面位置
巷道位于工业广场东部，地面标高为1233～1260m，地表起伏不大，中部较高，全部被风积沙所覆盖，无居民、建筑物、水体等建筑物。

二、井下位置
工作面处于辅运大巷北部、4203辅运顺槽的东侧。

三、四邻采掘情况
该巷道南北布置，东部及西部的4205、4204工作面均为未开采地区，北部为井田边界，南部为三条东西大巷，不受老空水、火、瓦斯的影响。

第二节煤层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
巷道沿4-2煤层掘进，煤层厚度在3.2～3.5m之间，平均厚度3.3m，容重1.24t/m3，普氏硬度系数2～3。

该煤层结构简单，底部含一层泥岩夹矸（夹矸厚度0.1m～0.15m）,煤层赋存稳定，属结构简单的稳定煤层。

4-2煤层走向NW～SE，倾向SW，倾角1～3°。

4-2煤层直接顶为泥岩岩，老顶为粉砂岩；直接底岩性为细粒砂岩。

4-2煤层顶板岩石由南向北逐渐变厚，在ZK3钻孔附近，岩石厚度只有
8.3m，穿过毕连古冲沟后，岩石厚度增大。

预测巷道开门口以北300m范围内，煤层顶板岩石厚度只有8～10m，因此，在施工过程中必须加强顶板管理，防止出现冒顶、溃水溃沙事故。

顶底板岩性特征
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该巷道为沿煤层掘进，绝对瓦斯涌出量为1.03m3/min，CO2绝对涌出量为1.09m3/min，属低瓦斯矿井。

煤尘爆炸指数为37.6%，具有爆炸危险性，煤层自然发火期为3～6个月，属于容易自然煤层。

附图2：地层综合柱状图
第三节地质构造
掘进区内地质构造简单，基本构造形态为一向南西微倾的单斜构造，地层倾角1°～3°，没有大的褶皱，沿走向和倾向多见宽缓的波起伏，区内无断层和岩浆岩侵入，属构造简单型。

第四节水文地质
一、水文地质情况
本区含水层自上而下分为四层：
1、第四系含水层：松散层厚度为10～35米，富水性中等～弱。

2、3-2煤之上含水层：该含水层分布于毕连兔沟南北两侧，厚度在5.6-10.11米之间，岩性为灰黄色中细粒长石石英砂岩，同3-2煤层之间或接间接触或有泥岩薄层，在火烧区，烧变岩裂隙水同该含水层沟通，泉水流量在0.08-0.026升/秒之间，水质为HCO3-Ca++型水，矿化度为0.312克/升。

3、3-2煤层与4-2煤层之间含水层：厚度在19.36-23.38米之间，岩性为灰黄色细粒长石石英砂岩，在毕连兔沟两侧出露，沟两侧4-2煤层局部火烧，该含水层同烧变岩裂隙水沟通，泉水流量为0.513升/秒，水化学类型为HCO3-Ca型水。

4、火烧岩裂隙含水层：根据抽水试验钻孔1、钻孔2、井田西北的水井推测，火烧岩水富水性中等的部位主要分布在井田的西侧，越向南水量越大。

首采工作面在推进过程中，火烧岩水涌水量已经很小约40m3/h，为弱富水到中等富水，
二、工作面涌水量预计
4204皮带顺槽掘进工作面涌水主要来自3-2煤层与4-2煤层之间含水层，出水形式主要以顶板裂隙淋水，预计正常涌水量为10m3/h。

工作面最大涌水量13m3/h。

三、防治水措施
1、掘进工程中遵循“有掘必探”的原则，按照《煤矿防治水规定》的要求布置钻孔，探水前进。

2、掘进过程中及时外排积水。

3、加强顶板管理，杜绝冒顶事故发生，尤其是薄基岩区更要加大顶板管理力度，每班派专人观察、巡视顶板，减小循环进尺，及时打设锚杆或架棚支护。

第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
4204辅运顺槽及联巷均为矩形巷道，沿煤层底板掘进。

4204辅运顺槽从辅运大巷开门，巷道方位角359°59'00″，净宽4.5m，净高3.0m，掘进断面13.5m2。

第二节矿压观测
根据要求该巷道要进行顶板离层、锚杆扭矩和拉力监测，观测内容、目的和手段见下表。

矿压观测内容、目的及手段表
顶板离层监测的内容和方法必须严格执行矿有关规定，并做好记录；锚杆的扭矩要求每班必须全部检查，所有锚杆扭矩不小于100N·m；锚固力检查要求每300套抽查不少于两组，每组不少于3棵，在抽查时若发现有一棵不合格的，必须进行连续检查，并对所有不合格锚杆进行补打。

第三节支护设计
一、巷道断面
根据地质资料分析，直接顶为粉砂岩，厚度4.91m；老顶为粉砂岩和细粒砂岩，厚度8.91m，均属于较稳定岩层。

根据地质条件和支护经验，初步确定巷道采用锚网支护，断面为矩形，巷道净宽4.5m，净高3.0m，掘进断面13.5m2。

附图3：巷道支护平、断面图
二、支护方式
1、临时支护
临时支护采用吊挂前探梁作为临时支护，前探梁采用3根2寸钢管制作，长度不小于6m，间距不大于1.2m，用金属锚杆和专用吊环(用一个链环焊接φ18螺母)固定，用长1m的专用链子(直径6mm,一头带螺栓)穿入吊环,根据顶板变化情况用链子调整探梁高度，缠绕钢管栓紧插牢,并上好螺丝。

每根前探梁不少于3个吊点。

用顶部中间3棵锚杆作为吊点,锚固力不小于75/根。

割煤后进行敲帮问顶，先把前探梁窜至迎头，并在前端使用两根木板梁，后端使用一根木板梁托顶，探梁松动时及时紧固吊环链。

割煤前永久支护与迎头最大距离不超过1.2m，前探梁与迎头最大距离不超过0.2m，割煤后及时前窜前探梁至迎头，严禁空顶作业。

当顶板破碎成型差时必须使用木板梁、木板和木楔足顶加牢。

必须在前探支护的掩护下打设锚杆及进行其它工作。

迎头必须常备10根长度1400×50×100mm的木板梁作为前探梁临时支护材料。

2、永久支护
1)根据4-2煤层邻近巷道的支护经验，顶部支护采用φ16×1800mm圆钢锚杆，锚杆间排距为1000mm×1200mm，锚杆外露长度为30～50mm，扭矩不小于100N·m，锚固力不小于50KN；托盘选用铁质托盘，规格：120×120×8mm，锚固剂选用CK2350型快速树脂药卷。

两帮不打锚杆。

支护材料说明表
2）采用计算法校核支护参数
A 、锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：
L ≥KH+L 1+L 2
式中：
L ——锚杆总长，m ；
H ——自然平衡拱高度，m ；
K ——安全系数，一般K ＝2；
L 1——锚杆锚入稳定岩的深度，一般按经验取0.5m ； L 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.03～0.05m 。

其中：H=B/2f
B ——巷道开掘宽度，取4.8m ；
f ——岩石坚固性系数，泥岩取4.0。

则： H=4.8/（2×4.0）＝0.6m
所以： L ＝2×0.6＋0.5+0.05＝1.75m
B 、锚杆间排距计算：
锚杆株距、排距计算，通常株排距相等，取a ：
a = Q KHR 式中：
a ——锚杆株排距，m ；
Q ——锚杆设计锚固力，50KN/根；
H ——冒落拱高度，取0.6m ；
R ——被悬吊砂岩的重力密度，取25KN/m 3；
K —— 安全系数，般取K=2.0；
a= Q KHR = =1.29(m) 50 2.0*0.6*25
通过以上计算，选用直径16mm、长度1800 mm的圆钢锚杆，锚杆、株排距为1000mm×1200mm符合要求。

支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头超过1200mm时及时安注锚杆。

第四节支护工艺
一、支护材料
1、锚杆及锚固剂：锚杆采用A3圆钢制成的端头反麻花锚杆，直径为16mm，长度为1800mm，每根锚杆均采用树脂锚固剂每孔1支固定，锚固长度不少于400mm，锚杆外露长度为30～50mm；托盘为正方形，规格为长×宽=120×120mm，用8mm钢板制作。

树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为500mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂为CK2350型树脂药卷，每根锚杆锚固力不小于5T。

2、金属网：采用直径不小于4#的钢筋做的经纬网，网的规格为长×宽=2100×2500mm，网格为长×宽=100×100mm，网片要搭接，搭接长度
0.2m，两块网之间要用12#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距0.1～0.2m。

二、锚杆安装工艺
1、锚杆支护工艺流程
掘进巷道→敲帮问顶→割煤→铺网→前移前探支护→打出顶部中间锚杆孔→装填CK2350锚固剂1支→安装顶部中间锚杆→由中间向两边顺序打设顶部锚杆。

2、打锚杆眼
该巷道采用液压锚杆机打锚杆眼。

首先按照中线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须进行处理，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。

打眼时，应先采用Ø28钻头，配合长1.0m的Ø22mm钻杆施工浅孔，然后用1.8m长钻杆再套孔。

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°。

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1.75m，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，应由外向里的顺序依次进行。

3、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉冲洗干净，把一块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用专用套筒卡住螺帽，开动钻机，使钻机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，方可撤去钻杆，搅拌旋转约10～20秒后，停钻等待约20秒，卸下钻杆，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于100N·M。

每班由验收员对井下巷道迎头的锚杆进行抗拔力检查，不合格的必须补打，保证施工质量，验收员要做好记录。

三、过地质构造带时的补强支护
（1）支护过程中，发现顶板异常（钻眼时推进速度自动加快，顶板松软），应采取加长螺纹钢锚杆（2200mm）、挂网或加密锚杆(间排距1000×1000mm)、挂网联合支护。

（2）如果顶板出现裂隙、节理、冲刷等地质构造时，必须采取锚杆、金属网、钢带、锚索联合支护，防止发生冒顶、掉矸等事故，并采取短掘（2000mm）短支的作业形式，锚杆排距为1000mm，网片搭接长度200mm，且搭接处每隔100mm用10＃铁丝把网捆绑在一起。

遇到特殊地质构造时要另外制定补充安全技术措施来加强管理。

（3）如果顶板出现冒落，必须采用架矩形金属棚子加强支护，并用木垛和板皮刹顶，防止再次发生大面积冒顶事故。

金属棚子采用矿用11号工字钢加工，支护材料和工艺执行“薄基岩区的支护”。

四、薄基岩区的支护
1、支护材料
采用4.5米开口平棚支护作为补强支护。

支护主材为矿用11＃工字钢焊接成型，长度4.5m/根，棚腿采用Ø28mm螺纹钢制作；辅材用优质木背板（1.2×0.12×0.05m）、木楔、金属网（2.1×2.5m）、12#联网铁丝。

2、支架要求
A、支架必须构件齐全，安装牢固，严格按中线和架棚标准架设，棚间距1.0m，两腿迈步协调一致，棚梁垂直于巷道施工方向，无急弯、扭曲等现象。

B、棚腿眼采用煤电钻施工，每架棚的棚腿眼孔深不小于1.3m，两孔眼间距0.1m，开孔位置距离顶板不大于70mm，孔眼角度为俯角，与水平夹角不的小于5°，棚腿外漏长度100mm。

C、支架顶部布置五块背板(1.2m×0.12m×0.05m)，要求顶帮背板均匀布置、横平竖直、并用木楔（长250mm,大头宽80mm厚60mm）刹实背牢；接顶要实，牢固可靠，无空顶现象，并纵向布置一条铁制对拉10m连锁，要求联锁撑实拉紧。

D、要求网边搭接搭接长度200mm，每20cm使用铁丝连接一扣。

3、施工方法
A、上棚头。

施工前由外向里逐棚检查、整修、加固工作面10米之内的支架。

割煤后先敲帮问顶，找净危岩活矸，然后铺连网，将前探梁前移至工作面固定，上好需要架设的棚头，按中腰线调整好位置，并背实顶板，棚梁前方空顶区用方木背实。

B、安棚腿。

在临时支护下，从棚头两边量取棚距，用煤电钻打眼并安装好棚腿，打眼、安装棚腿时，须由专人监护。

C、合棚梁。

前探梁上的棚头与棚腿合口，先合一头后，再合另一头，严禁将手伸入棚梁接口内，禁止人员在下方逗留或通过。

合口后将支架找正，检查支架的架设质量，符合质量标准后，再背顶、楔紧打牢，并按设计位置
使用好连锁。

若顶板出现冒漏现象，必须用木垛料“井”字形结实顶板。

D、严禁空顶作业,薄基岩区最大控顶距为2.0m。

临时支护必须紧跟迎头,施工人员必须在割煤前后详细检查顶帮支护情况,损坏的支架应由外向里逐架整好后再工作。

E、支护所需材料不少于3个循环用量,存放在距迎头不大于50m处。

整个工作要连贯有序、准确到位、动作迅速、质量符合设计要求。

为防止巷道超出服务年限后，顶板来压、变形而采取的补强支护措施时，可集中施工棚腿眼和安装棚腿，但也必须设专人看护顶板，遇有异常立即撤人。

第四章工程施工方法及工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工
本巷道为锚网支护，施工前，首先按由外向里的顺序，对辅运大巷开门口处10m范围内的支护进行检查，如有开裂的喷体，要及时找掉，并补打锚杆、挂网，同时保护好巷道内的电缆、风筒及风水管路，防止碰坏。

确认安全后，方可按照给定的施工线开门掘进。

二、倒车硐室施工
为保证胶轮车运输的便利，巷道每隔200m施工一个倒车硐室。

倒车硐室的施工断面和施工方位角与联络巷相同。

三、施工机械
本巷道采用EBZ-150A型综掘机沿煤层底板掘进并自行装煤的施工方法施工。

支护：采用MQT-100/3.1III型液压锚杆钻机钻眼。

第二节装载与运输
1、落煤
在激光指向仪引导下先从挂风筒侧掘进4m，后刷0.8m帮。

选用EBZ150A 型掘进机完成落煤。

当顶板完好时，循环进度为4m，薄基岩区循环进度2m，司机必须坐在驾驶室操作。

综掘机每完成一个循环时，停止掘进。

工作面开始挂网打锚杆支护，实现正规循环作业。

附图4：掘进机截割顺序图
2、装煤：
（1）装煤工序及具体要求
掘进机上装有收集头机构和转载机，掘进机截割时，煤落入收集头铲板上，由机组自带转载机转载到800㎜皮带，
3、运煤：
掘进时由综掘机装载部自行装煤，通过掘进机转载部转载到顺槽皮带，由顺槽皮带运到皮带大巷的三部皮带上，转运到一部皮带，由一部皮带运到地面。

4、掘进工作面最大空顶距的确定
掘进工作面最大空顶距：掘进机截割头距驾驶室前端之间的距离为6m。

为充分发挥设备的效率，提高掘进速度，在保证顶板完整的情况下，循环进尺为4m，同时要求锚杆机司机必须及时支护，并且准确提供巷道顶板情况。

沿煤层掘进时，必须保证巷道沿底板掘进，若遇到地质构造变化（裂隙、层理比较发育）破碎和薄基岩区（基岩厚度小于15米）时严格控制空顶距离，最大空顶距离不超过2m；应进行短掘短支，并将锚杆间排距改为1000mm×1000mm，最大循环进尺为2m。

第三节激光、管线的敷设
1、管线吊挂
电缆钩上面的安装孔离地板2.5m,间距1.6m，电缆从上至下、由细到粗依次吊挂在电缆钩上。

供排水管安装在4204辅运顺槽前进方向右帮，每隔5米设置一个水管吊环，排水管每50m设一个三通阀门，以便及时抽排巷道内积水。

供水管每隔100米设一个三通阀门作为消防洒水用。

管线、电缆吊挂必须平直，符合质量标准化要求。

水管不得有跑、冒、滴、漏现象。

2、激光吊挂
工作面每推进100m由地测站放一次中线。

中线距巷道左帮2.25米距右帮2.25米。

当煤层起伏较大时，可根据实际情况定。

激光吊挂在工作面顶板正中间，离顶板不得小于200mm，激光线必须对准3根中线。

3、风筒吊挂
风机由辅运大巷风机向工作面供风。

靠左帮。

用风筒向掘进工作面供风。

风筒采用反压边连接，风筒逢环必挂，保证平直，迎头风筒不得落地，风筒出口距工作面不得超过10米。

第四节煤质保证及文明施工
一、巷道文明生产分工及要求
1）生产前，将工作面及路面的积水抽排干净。

2）各岗位工要清理干净工作范围内的杂物。

3）由队长负责安排清理巷道内浮煤。

4）巷道及所有设备、设施无积尘。

5）巷道内积水面积不得大于2m2,深度不超过0.1m米，无4㎝以上煤岩块。

6）电缆、风筒必须吊挂平直，所有设备、设施无“滴、跑、冒、漏”现象。

二、煤质管理措施
1、严格执行《伊丰煤矿煤质管理制度》。

2、凡工作面出现地质构造或夹矸影响煤质时，必须分装分运。

3、掘进头不得留有浮煤，50米范围内不得有任何杂物。

4、掘进头为下坡时，掘进机后必须及时设置水泵排水，保证综掘机二运不带水煤，有水煤严禁掘进。

5、各设备、设施的紧固件、经常进行检查，防止脱落混入煤中。

6、掘进过程中必须“开机开水，停机停水”。

7、支护后的药卷箱、捆绑带等杂物必须单独处理，不得混入煤中。

第五节施工设备
一、工作面主要施工设备
一台EBZ-150A型综掘机，一台MQT-100/3.1III型液压锚杆机，二台2×15KW型局部风机。

工作面施工设备见表4-2、表4-3
表4-2 机械设备明细表
表4-3 电气设备明细表
第五章工作面生产系统
第一节通风系统
一、通风方式的选择与确定
1、风机、风筒吊挂：
风机吊挂在辅运大巷距开口10米以外进风流中，用风筒向掘进工作面供风。

风筒采用反压边连接，风筒逢环必挂，保证平直，迎头风筒不得落地。

2、通风方式：采用局部通风机压入式通风。

3、供风量计算
A、按进入工作面人数最多计算：
Q掘=4×N=4×22=88 m3/min
式中：
Q掘--掘进工作面所需风量，m3/min；
N--掘进工作面同时工作工数，取22
B、按CH4涌出量计算
Q掘=100×q掘×K=100×1.03×1.6=164.8 m3/min；
式中：
Q掘--掘进工作面所需风量，m3/min；
100-单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。

q掘--掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min；
K—瓦斯涌出不均衡通风系数，K=1.5～2.0。

C、按CO2涌出量计算
Q掘=100×q掘×K=100×1.09×1.6=174.4 m3/min；
式中：Q掘--掘进工作面所需风量，m3/min；
100-单位二氧化碳涌出量配风量，以回风流二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。

q掘--掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量，m3/min；
K—二氧化碳涌出不均衡通风系数K=1.5-2.0。

D、按局部通风机的实际吸风量计算：
Q=Q局=365m3/min
根据上式计算，该掘进顺槽工作面实际需要风量365 m3/min，
E、掘进工作面风量、风速验算：
根据辅运顺槽断面积15.4m2和掘进工作面实际需要风量365 m3/min，验算出辅运顺槽巷道风速为：
（1）按最低风速验算
Q岩掘≥15×S岩掘（m3/min）
式中：
S掘—掘进工作面的断面积，15.4m2；
Q掘—局部通风机吸风量365m3/min
365m3/min ＞15×15.4 ＝231(m3/min)
（2）按最高风速验算
Q掘≤240×S掘（m3/min）
式中：
S掘—掘进工作面的断面积，15.4m2
365m3/min ＜240×15.4 = 3696（m3/min）
二、风机、风筒的选择和确定
1、确定局扇的工作参数
A、局扇的工作风量Q吸
Q吸=Q×ψ=365×1.2=438m3/min
其中：
Q----工作面所需风量，
ψ----为防止局部通风机吸循环风的备用系数，一般取1.2。

B、局扇工作风压h f
h f=RQ吸Q+Q2/D4
=0.475×194×438×365/3600+365×365/0.8/3600=4138.5(Pa)
其中：
R----风筒风阻每节0.475N.S2/m4，最远距离需194节风筒。

Q吸---局扇的工作风量
Q----工作面所需风量
D4----风筒出口直径，m
经计算选用FBDYN06.0/2×15KW型风机,Φ800柔性防静电风筒。

风机技术特征表
2、风筒出风口距工作面掌子头的距离
压入式局扇通风，风筒出风口至工作面迎头最大距离不得超过10米。

三、通风系统
新鲜风：地面→副斜井→井底车场→辅运大巷→4204胶运顺槽→掘进工作面；
乏风：掘进工作面→4204辅运顺槽→辅运大巷→回风大巷→风井。

附图5：通风系统图
四、局部通风管理
1、局扇、风筒的安装和使用必须符合《煤矿安全规程》的有关规定，保证局扇正常运转，不发生循环风。

2、局扇的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（包括电缆接线盒）有衬垫（严密不漏风）；局扇必须吊挂或垫高，离地高度不小于0.3m。

3、局扇有专人管理，严禁其他任何人随意开停，实行挂牌管理，如需要停风必须经矿总工程师批准后方可执行。

4、跟班队长负责风筒管理，要经常延接、检查风筒，及时修补破口，风筒吊挂要靠帮、靠顶、平直，逢环必挂；风筒接口严密（手距接口处0.1m 感到不漏风）、无破口、无反接头，软质风筒接头需反压边，硬质风筒接头要加垫上紧螺钉。

5、局部通风机必须安装在进风巷道中，且距回风巷口不小于10m处，保证局部通风机吸风量小于所在巷道供风量，不发生循环风，吸风口附近不得有杂物。

6、局部通风机和工作面电气设备必须有风电、瓦斯电闭锁装置，灵敏
可靠。

7、掘进工作面局扇要严格执行“双风机双电源”和“风电闭锁、瓦斯电闭锁”。

8、加强局部通风管理，坚决杜绝无计划停电停风的发生，并制定计划外停电停风的安全技术措施。

9、严禁任何人员随意停风，因检修原因停风时，必须提前撤出工作面人员，切断电源。

恢复通风前必须检查瓦斯，局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可送风。

10、任何人不得随意损坏通风设备、设施。

第二节压风系统
风源来自地面压风机房，自主斜井经井底车场、皮带大巷，分别用4寸铁管和1寸胶管接至迎头。

地面风压为0.7 MPa，迎头风压最小为0.35MPa。

压风系统：地面压风机房→主斜井→皮带大巷→4204辅运顺槽→迎头。

第三节瓦斯防治
1、由专职瓦检员每班进行巡回瓦斯检查，每班检查次数为2次。

2、每班瓦斯及其它有害气体检查结果必须认真填写在瓦斯检查牌板上，做到瓦斯牌板、检查手册和现场实际“三相符”。

瓦斯检查牌板设置在迎头后50m附近，检查结果要及时填写，并向有关人员汇报。

3、当瓦斯超限，必须按下列规定处理，并向矿调度室及值班矿领导汇报。

①工作面回风巷风流中的瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过
1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

②工作面及其他作业地点风流中的瓦斯浓度达到1.0%，必须停止用电。