煤矿0309采区辅运下山掘锚机作业规程

可编辑可编辑精品精品可编辑精品目录TOC\o"1-3"\h\uHYPERLINK\l_Toc203591概况PAGEREF_Toc203591HYPERLINK\l_Toc140031.1工程概述PAGEREF_Toc140031HYPERLINK\l_Toc69451.2编写依据PAGEREF_Toc69452HYPERLINK\l_Toc25462地面相对位置及地质情况PAGEREF_Toc25464HYPERLINK\l_Toc274862.1地面相对位置及邻近采区开采情况PAGEREF_Toc274864HYPERLINK\l_Toc304452.2煤（岩）层赋存特征PAGEREF_Toc304455HYPERLINK\l_Toc226532.3地质构造PAGEREF_Toc226537HYPERLINK\l_Toc112692.4水文地质PAGEREF_Toc112697HYPERLINK\l_Toc312143巷道布置及支护说明书PAGEREF_Toc3121412HYPERLINK\l_Toc253803.1巷道布置PAGEREF_Toc2538012HYPERLINK\l_Toc269803.2矿压观测PAGEREF_Toc2698014HYPERLINK\l_Toc84253.3支护设计PAGEREF_Toc842515HYPERLINK\l_Toc111913.4支护工艺PAGEREF_Toc1119120HYPERLINK\l_Toc17034施工工艺PAGEREF_Toc170325HYPERLINK\l_Toc55034.1施工方法PAGEREF_Toc550325HYPERLINK\l_Toc53654.2凿岩方式PAGEREF_Toc536525HYPERLINK\l_Toc127444.3管线敷设PAGEREF_Toc1274427HYPERLINK\l_Toc276774.4设备与工具配备表PAGEREF_Toc2767728HYPERLINK\l_Toc90595生产系统PAGEREF_Toc905929HYPERLINK\l_Toc165635.1通风系统PAGEREF_Toc1656329HYPERLINK\l_Toc321415.2压风系统PAGEREF_Toc3214137HYPERLINK\l_Toc117905.3瓦斯防治PAGEREF_Toc1179037HYPERLINK\l_Toc140905.4综合防尘PAGEREF_Toc1409038HYPERLINK\l_Toc75615.5防灭火PAGEREF_Toc756142HYPERLINK\l_Toc130335.6安全监控PAGEREF_Toc1303343HYPERLINK\l_Toc288385.7供电系统PAGEREF_Toc2883846HYPERLINK\l_Toc298285.8排水系统PAGEREF_Toc2982850HYPERLINK\l_Toc198645.9运输系统PAGEREF_Toc1986453HYPERLINK\l_Toc1325.10照明、通讯和信号PAGEREF_Toc13255HYPERLINK\l_Toc104226劳动组织与主要技术经济指标PAGEREF_Toc1042257HYPERLINK\l_Toc150826.1劳动组织PAGEREF_Toc1508257HYPERLINK\l_Toc150766.2作业循环PAGEREF_Toc1507658HYPERLINK\l_Toc210957主要安全技术措施PAGEREF_Toc2109562HYPERLINK\l_Toc215007.1施工准备PAGEREF_Toc2150062HYPERLINK\l_Toc29647.2一通三防PAGEREF_Toc296463HYPERLINK\l_Toc127257.3顶板管理PAGEREF_Toc1272571HYPERLINK\l_Toc48067.4防治水管理PAGEREF_Toc480675HYPERLINK\l_Toc17007.5机电管理PAGEREF_Toc170076HYPERLINK\l_Toc290677.6设备操作安全技术措施PAGEREF_Toc2906781HYPERLINK\l_Toc312947.7运输管理PAGEREF_Toc31294107HYPERLINK\l_Toc279328灾害应急措施及避灾路线PAGEREF_Toc27932118HYPERLINK\l_Toc291988.1紧急避险“六大系统”PAGEREF_Toc29198118HYPERLINK\l_Toc320658.2避灾原则PAGEREF_Toc32065120HYPERLINK\l_Toc136938.3灾害应急措施PAGEREF_Toc13693120HYPERLINK\l_Toc183028.4避灾路线PAGEREF_Toc183021241概况1.1工程概述1.1.1工程概述Ⅰ0309采区辅运下山自煤仓下口检斜修巷尾端起，呈北东南西向布置，至井田西部保安煤柱边界结束，走向长度1487.3m。其南部、西部、上部、下部均为未开采地段，东部为Ⅰ0209采区三条上山，北部为煤仓下口检修斜巷。地面标高：+1349.8～+1395水平标高：+930～+1089层位：9-1#煤层坡度：5-10°（沿9-1#煤层顶板掘进）设计长度：总长1487.3m，采用掘锚机施工的巷道长度为492m巷道用途：担负I0309采区运输、行人、进风任务。断面形状：矩形断面支护方式：采用锚网锚索喷浆联合支护施工方式：0-995.3m已采用掘进机施工完毕,995.3-1487.3m采用掘锚机一次切割成巷，同时由掘锚机上四个顶锚钻臂完成巷道顶支护，由两个侧钻臂配合手持式帮锚气动钻机完成巷道帮支护。切割煤炭通过掘锚机运输机运至连运一号车处，由连运一号车完成破碎、转载工序，经桥式转载机、胶带输送机、40T刮板输送机运出。服务年限：7年开工时间：2017年9月1日预计竣工时间：2017年10月2日1.1.2特殊技术要求1.1.2.1Ⅰ0309采区辅运下山布置区段内隐伏断层及节理裂隙等断裂构造较发育。因此，部分区段内的巷道顶板会比较破碎。1.1.2.2在巷道顶板破碎地段，加强巷道顶板支护管理工作，以确保巷道安全掘进。1.1.3巷道布置平面图见附图1.2编写依据1.2.1法律法规：《矿山安全法》、《煤矿安全监察条例》、《煤炭法》、《安全生产法》等。1.2.2行业 规范 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 ：《煤矿安全规程》、《煤矿安全生产 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 化基本要求及评分方法（试行）》，《煤矿作业规程技术手册》、《煤矿矿井机电设备完好标准》等。1.2.3设计资料：《10309采区下山巷道布置平、断面图》，由利民煤矿生产技术科编制，总工程师会审，审批时间2014年4月10日。《Ⅰ0309采区辅运下山地质说明书》，由利民煤矿生产技术科编制，总工程师会审，审批时间2014年5月14日。《Ⅰ0309采区下山探水竣工报告》，由利民煤矿生产技术科编制，总工程师会审，审批时间2017年3月12日。《Ⅰ0309采区辅运下山供电设计》，综掘一队机电技术员设计，生产技术科审核，机电副总经理审批，审批时间2017年8月11日。《Ⅰ0309采区辅运下山矿压监测 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 》，由利民煤矿生产技术科编制，总工程师会审，审批时间2014年4月15日。《神华乌海能源有限责任公司利民煤矿9#、16#煤层瓦斯含量测定报告》，由我公司委托西北安全生产科学院为我矿9#、16#煤层瓦斯含量做的测定报告，报告批准时间2015年12月。《煤自燃倾向性鉴定报告》，由我公司委托中煤科工集团重庆研究院有限公司为我矿9#煤做的煤自燃倾向性做的鉴定报告，报告批准时间2015年6月。《煤尘爆炸性鉴定报告》，由我公司委托中煤科工集团重庆研究院有限公司为我矿9#煤做的煤尘爆炸性做的鉴定报告，报告批准时间2015年6月。1.2.4相关部门规章：《井工煤矿安全风险预控管理体系审核指南》、《内蒙古利民煤焦有限责任公司 管理制度 档案管理制度下载食品安全管理制度下载三类维修管理制度下载财务管理制度免费下载安全设施管理制度下载 汇编》、《矿井灾害预防及处理计划》、《内蒙古利民煤焦有限责任公司煤矿生产事故应急救援预案》、《利民煤矿各工种操作规程》2地面相对位置及地质情况2.1地面相对位置及邻近采区开采情况2.1.1巷道对应的地面位置2.1.1.1Ⅰ0309采区辅运下山位于井田中西部，地表为丘陵-沟谷地貌，无建筑物。2.1.1.2水平标高：+942～+1089；地面标高：+1349.8～+1395。2.1.2巷道与邻近煤（岩）层、邻近巷道的层间关系2.1.2.1Ⅰ0309采区辅运下山自煤仓下口检斜修巷尾端起，呈北东南西向布置，至井田西部保安煤柱边界结束，走向长度1487.3m。其南部、西部、上部、下部均为未开采地段，东部为Ⅰ0209采区三条上山，北部为煤仓下口检修斜巷。2.1.2.2邻近Ⅰ0309采区回风下山与Ⅰ0309采区皮带下山已施工完成，对本巷道掘进作业无影响。2.1.3Ⅰ0309采区附近无老空区的存在，其西部井田边界的中税煤矿井下采掘巷道及工作面不存在越界开采现象，所以不受老空区内的水、火、瓦斯的影响。2.1.4根据《Ⅰ0309采区下山探水竣工报告》2号钻孔设计布置在Ⅰ0309采区辅运下山巷道中间施工，按设计施工到位，终孔孔深534米，未出水结论。该巷道在掘进过程中不会出水。2.2煤（岩）层赋存特征2.2.1Ⅰ0309采区辅运下山布置区段内的9-1#煤层位于二迭系下统山西组第一岩段(P1s1)下部，煤层总厚3.25m（1.49<0.25>1.51），含夹矸0～5层，一般为1～2层，夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩。煤层属结构简单，对比可靠，赋存较稳定的全区可采煤层。9-1#煤层顶板岩性以泥岩、炭质泥岩为主，有少量的粘土岩，厚度为0.15-20.45m。底板岩性多为泥岩、炭质泥岩，有少量的粘土岩，厚度为0.26-4.63m。煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶粗粒砂岩11.48浅灰色，厚层状，成分以长石、石英为主，泥质胶结，分选差，下部夹有少量炭屑。直接顶泥岩2.97灰黑色，块状，岩芯均一，下部夹粉砂岩薄层，易风化。伪顶炭质泥岩0.5 灰黑色，块状，含大量植物叶化石，岩芯破碎，滑面发育，断口参差状。直接底泥岩0.61 灰黑色，块状，上部夹褐灰色粘土岩薄层，下部含有少量炭屑，易污手。老底   2.2.2依据瓦斯鉴定结果，该巷道的瓦斯相对涌出量为1.6955m3/t，无瓦斯突出倾向；二氧化碳相对涌出量1.1304m3/t。本煤层属于自燃煤层，最短发火期66天，自燃等级Ⅱ级；煤尘爆炸指数为32.58%，具有爆炸危险性；无地温、地压等异常情况。2.2.3地层综合柱状图见附图Ⅰ0309采区辅运下山综合柱状图2.3地质构造2.3.1根据井田三维地震和深部勘探资料分析，Ⅰ0309采区辅运下山布置区段内的地层整体为一南偏西倾斜的单斜构造，倾角为5-10°。区段内虽无陷落柱、岩浆侵入体分布，但断裂构造较发育。预计巷道掘进至1236m、1312m附近时，将可能分别揭露SF9、SF10、SF8等3条正断层，上述3条断层均为三维地震控制断层。断层产状要素见下表：构造名称走向倾向倾角性质落差（m）对掘进影响程度SF8EN55°～60°正0～20对掘进影响较大，需破顶留底SF9NWSW55°～60°正0～10对掘进影响较大，需破顶留底SF10EN55°～60°正0～20对掘进影响较大，需破底留顶 巷道每掘进100m，在巷道顶板正中间施工一个10m深探眼，掌握顶板岩性状况，以便及时修改地质资料及支护设计。2.3.2该巷道无冲击地压。2.4水文地质2.4.1含、隔水层特征含、隔水层自上而下分述如下：（1）二叠系下统山西组第三岩段(P1S3)上部~二叠系上统(P2)碎屑岩类裂隙承压水含水层岩性为杂色中粗粒砂岩、砂质泥岩，夹泥岩及粘土岩。全区赋存，地表无出露。据原棋盘井详查报告110号钻孔抽水试验资料：含水层厚度一般大于100m，单位涌水量q=0.000303L/s·m，渗透系数K=0.00257m/d。水质较差，PH>12，为碱性水。由水质情况分析，含水层的径流条件与补给条件不良，其与相邻含水层的水力联系程度较小。（2）二叠系下统山西组第三岩段(P1S3)相对隔水层位于山西组第三岩段(P1S3)，3号煤层顶板附近。岩性为深灰色、灰色砂质泥岩、砂质粘土岩，局部夹薄层细粒砂岩，厚度17.42~44.44m，平均厚度30.60m。该隔水层层位稳定，隔水性能良好。（3）石炭系上统太原组上部(C2t)~二叠系下统山西组第二岩段(P1S2)碎屑岩类裂隙承压水含水层岩性为灰白色、灰色粗、中、细粒砂岩，深灰色砂质泥岩，夹泥岩及煤层。含水层岩性为各粒级的砂岩，厚度27.62m。根据以往勘查钻孔抽水试验成果：涌水量Q=0.0803L/s，单位涌水量q=0.00234L/s·m，渗透系数K=0.00712m/d。地下水化学类型为CL·SO4-Mg·Ca型水。由此可知，该含水层的富水性弱，导水性能不良，地下水的补给条件与径流条件不良。因受二叠系下统山西组第三岩段(P1s3)隔水层的阻隔，该含水层与上部含水层的水力联系弱。该含水层为Ⅰ0309采区辅运下山的直接充水含水层和主要充水含水层。（4）石炭系上统太原组下部(C2t1)相对隔水层岩性为深灰色、灰色砂质泥岩、泥岩及灰白色细粒砂岩互层，中夹薄层粘土岩，层位连续、稳定。据钻孔资料，厚度3.95~51.41m，平均25.12m，裂隙发育程度低，为相对隔水层，隔水性能良好。（5）奥陶系下统桌子山组(O12)灰岩岩溶溶隙承压水含水层据区域地层资料：全组厚度117~472m，井田内唯一揭穿奥陶系的钻孔为二号水源井3#井，奥灰平均厚度为443.84。根据以往勘查资料，单位涌水量q=0.0218~3.553L/s·m，渗透系数K=0.0134~0.419m/d。地下水化学类型为Cl·HCO3(SO4)-Na·(Mg)及Cl·SO4(HCO3)-Na·(Mg)型水。该含水层与上部的含煤地层石炭系上统太原组(C2t)之间存在石炭系上统太原组下部(C2t1)相对隔水地层。因此，该含水层与上部直接充水含水层的水力联系较弱，仅在构造发育地段有可能具较密切的水力联系，该含水层为Ⅰ0309采区辅运下山的间接充水含水层。根据KJ117水文在线监测数据显示，截至2017年8月，我矿井田范围内奥灰水位标高为+998m。通过与掘进标高对比，Ⅰ0309采区辅运下山巷道最低点低于奥灰水位42m。带压区段底板突水系数值在0~0.023MPa/m之间，小于突水系数临界值0.06MPa/m，属安全带压区。2.4.2充水因素根据2012年井田深部补勘资料和水文补勘（2016修编）报告分析，Ⅰ0309采区辅运下山直接或主要充水因素为石炭系上统太原组上部(C2t)~二叠系下统山西组第二岩段(P1S2)碎屑岩类裂隙承压水含水层水；间接充水因素为奥陶系下统桌子山组(O12)灰岩岩溶溶隙承压水含水层水，即奥灰水。（1）导水裂缝带发育高度巷道9-1#煤平均厚度约3.73m，开采方式为综采一次采全高。9-1#煤顶板岩层抗压强度约49.5MPa,属于坚硬岩层，因此，选择以下公式：其中：Hli——为导水裂缝带高度（m）；n——分层数；∑M——为煤层厚度（m）。本次煤层厚度∑M取3.73m。经上述公式计算，Hli结果分别44.58m、48.63m。取最大值，即导水裂缝带发育高度Hli=48.63m。因石炭系上统太原组上部(C2t)~二叠系下统山西组第二岩段(P1S2)碎屑岩类裂隙承压水含水层位于该导水裂缝带发育高度范围内，所以，巷道受该含水层水的影响。（2）底板安全隔水层厚度的计算公式t安——安全厚度，既巷道地板抵抗实际水头H的极限厚度KP——底板隔水层抗张强度3.29MPa    L——巷道宽度5.4m    r——底板隔水层密度0.0258MN/m3H ——作用于巷道底板的实际水压0.42MPa经计算煤层底板安全隔水层厚度t安=1.36m。由煤层底板实际隔水水层厚度为85m，远大于计算值，所以一般不会发生底板突水事故。但由于部分巷道掘进标高低于奥灰水位。所以，巷道在无大的断裂构造发育的区段内不受下部奥陶系下统桌子山组(O12)灰岩岩溶溶隙承压水含水层(Ⅴ)水影响。反之，则仍有可能受其影响。（3）依据《内蒙古利民煤焦有限责任公司利民煤矿水文地质补充勘探（2016修编）报告》，该巷道周边无积水老巷及采空区分布。因此，不受老空水的影响。2.4.3涌水量预测根据井田水文补勘（2016修编）报告，巷道正常涌水量取5m3/h，最大涌水量取正常涌水量的1.3倍，即6.5m3/h。2.4.4防治水措施1、Ⅰ0309采区辅运下山掘进必须严格坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘”的防治水原则。2、Ⅰ0309采区辅运下山在掘进过程中，应加强巷道掘进工作面水文地质情况的观测工作。如工作面出现透水征兆，必须立即撤人并及时向生产指挥中心汇报。3、Ⅰ0309采区辅运下山掘进过程中，必须按规定及时构建临时排水系统和配备排水设备。并保证排水系统能够正常有效运转和及时排水。3巷道布置及支护说明书3.1巷道布置Ⅰ0309采区辅运下山巷道布置层位：9-1#煤层坡度：5-10°（沿9-1#煤层顶板掘进）水平标高：+942～+1089断面：矩形断面，995.3-1487.3m段巷道采用掘锚机施工，毛宽5.4m，毛高3.5m，毛断面面积为18.9m2，净宽5.2m，净高3.1m，净断面面积为16.12m2。工程量：巷道工程量为492m中腰线：严格按照生产技术科给定的中腰线施工。开掘的位置：Ⅰ0309采区辅运下山995.3米处掘进，方位角为255°30′。巷道净断面的设计见巷道断面平、断面图3.1.3巷道开掘设计3.1.3.1995.3-1487.3m段采用掘锚机施工3.1.3.2采用一次成巷的方式掘进。3.1.3.4采用锚网锚索喷浆联合的支护方式。3.2矿压观测3.2.1观测对象：I0309采区辅运下山3.2.2观测内容：巷道顶板离层量、两帮移近量、锚杆受力情况；锚杆、锚索锚固力及锚杆安装质量的检测。3.2.3观测方法3.2.3.1观测仪器矿压观测仪器型号观测内容备注本安型围岩位移测定仪ZKBY-2B巷道顶板离层孔深8米盒尺两帮移近量锚杆、锚索拉拔计锚杆、锚索锚固力扭力扳手锚杆安装质量3.2.3.2仪器的安装(1)掘进巷道内安装顶板离层指示仪主要为了能够真实的反映顶板的稳定性情况。通过安装液压枕能够反映的巷道两帮压力，用盒尺监测两帮移近量。在I0309采区辅运下山开口及巷道交叉处安装一个ZKBY-2B顶板离层指示仪，I0309采区辅运下山每隔200m安装一个并安设 记录 混凝土 养护记录下载土方回填监理旁站记录免费下载集备记录下载集备记录下载集备记录下载 牌板。如果掘进巷道过程中遇见断层、地质构造带、顶板破碎，则在上述的合适位置安装一个顶板离层指示仪。并在两帮布置“十”字测点，监测两帮移近量。矿压监测设备生产区队负责安装，并由区队主管技术员做好初始值的设定与观测记录，做好记录牌板的安设。生产技术科负责对安装过程进行全面监管，保证矿压监测设备安装符合规定。顶板离层监测仪安装第一周每天观测采集数据，并做好记录。之后每周记录不得少于一次。3.2.4数据处理3.2.4.1区队每周进行一次数据采集分析，汇总后报送生产技术科，生产技术科每月对采集的数据加以分析后报总工程师。如有特殊情况及时报送，修改设计、补充措施、指导施工。3.3支护设计3.3.1支护工艺依据中煤西安设计工程有限责任公司《093采区下山开凿平、断面图》设计执行。I0309采区辅运下山断面为矩形，断面毛宽5400mm，毛高3500mm，根据巷道围岩的地质力学条件，采用锚网锚索联合支护，该巷道顶板选用φ20×2400mm的螺纹钢锚杆，巷道两帮选用φ16×1800mm的圆钢锚杆，锚索采用φ17.8×7100mm的钢绞线。3.3.2支护设计采用工程类比法对巷道进行支护设计3.3.2.1锚固长度的确定巷道顶板采用φ20mm高强度螺纹钢锚杆时的锚固长度与锚固力φ20mm的高强度螺纹钢锚杆的破断载荷为182KN，锚杆的锚固长度应为：式中，——设计锚固力，螺纹钢锚杆杆体的极限载荷为182KN；——锚杆孔半径，14；——锚固剂药卷与钻孔壁的粘结强度，取。为保证锚杆尽快获得锚固力，提高掘进速度，并考虑到施工操作速度和不同药卷凝胶时间的配合，在实际施工中，螺纹钢锚杆每孔采用MSCK2360型锚固剂1卷。锚固剂的长度为L=0.6m,则每孔实际锚固长度为每根锚杆的实际锚固力为锚杆每孔采用MSCK2360型锚固剂1卷，经验算符合支护要求。3.3.2.2锚索的锚固长度与锚固力的确定锚索的破断载荷为370KN,锚索的锚固长度应为：式中，——设计锚固力，取锚索的破断载荷370；——锚索孔半径，14；——锚固剂药卷与钻孔壁的粘结强度，取。需用MSZ2360型锚固剂长度为每孔用MSZ2360型锚固剂3卷，则实际锚固长度为：每根锚索的实际锚固力为PM=2πRrL0=2×3.14×14×2.5×2.03=448.39KN＞370KN锚杆每根使用MSK2360型锚固剂1卷，锚索每根使用MSZ2360型锚固剂3卷，符合支护要求。3.3.2.3锚杆支护参数校核3.3.2.3锚杆支护参数校核（1）顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3式中L—锚杆总长度，m；L1—锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），0.1m；L2—有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），m;L3—锚入岩（煤）层内深度，0.83m。其中围岩松动圈冒落高度1.09m式中B、H——巷道掘进毛宽、毛高；——顶板岩石普氏系数；3——两帮围岩的似内摩擦角，。=0.57m顶锚杆L≥L1+b+L3=0.1+1.09+0.83=2.02m帮锚杆L≥L1+c+L3=0.1+0.57+0.83=1.5m（2）校核顶锚杆间、排距：应满足式中——锚杆间、排距，1m×0.8m；G——锚杆设计锚固力，98kN/根；k——安全系数，一般取2；（松散系数）L2——有效长度（顶锚杆取b）;——岩体容重24.5kN/m3式中顶锚杆间、排距=1m×0.8m=1.34经计算顶锚杆间、排距满足条件（3）加强锚索长度校核，应满足式中——锚索总长度，m；——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，2.03m；——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.21m；——托板及锚具的厚度，0.014+0.05m；——外露张拉长度，0.25m；式中=2.03+3.21+0.064+0.25=5.554mL实际=7.1mL理论=5.554m得知锚索长度满足即：L实际>L理论（4）悬吊理论校核锚索排距：式中L——锚索排距，1.6m；B——巷道最大冒落宽度，5.4m；H——巷道最大冒落高度，2.4m(最大取锚杆长度)；γ——岩体容重，24.5kN/m3（包括顶煤+直接顶）L1——锚杆排距,0.8m,F1——锚杆锚固力,98kN;F2——锚索极限承载力,370kN;θ——角锚杆与巷道顶板的夹角,70°;n——锚索排数,取2。经上式计算=8.48mL=1.6m满足，即1.6<8.48。3.3.3.1临时支护方式采用掘锚机临时支撑支护。3.3.3.2循环进度为0.8m，3.3.4最小、最大空顶距确定3.3.4.1最小空顶距确定掘锚机顶钻臂到滚筒前沿距离为2m（掘锚机无法支护区域），所以掘进最小空顶距为2m。3.3.4.2最大空顶距确定L大=L1+L2式中L1：掘锚机无法支护区域，取2.0m；L2：每次支护前掘锚机掘进距离，取最大值0.8m；L大=2.8m考虑到掘进施工时，掘锚机掏槽深度最大为0.8m，锚杆支护排距为0.8m，掘锚机需掘进1个循环即0.8m，即每次支护前掘锚机掘进距离为0.8m，因此确定掘进最大空顶距为2.8m。遇地质构造或巷道围岩破碎时，汇报本队技术员、生产指挥中心及生产技术科，由施工单位及时编制安全技术措施经审批后执行。3.3.5顶板采用锚网、锚索喷浆联合支护，两帮采用锚网支护；锚杆必须由中间向两帮顺序施工，必须采用快速安装工艺钻孔、搅拌、安装，应尽可能减少顶板空顶时间，严禁采用一次性将所有钻孔打好、再安装锚杆的方法施工。3.3.6两帮上部锚杆支护距迎头不超过3m，底部人工施工的一根锚杆滞后工作面不得大于25m。3.4支护工艺3.4.1支护工艺及要求3.4.1.1采用锚网锚索喷浆联合支护顶板选用Φ20×2400左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，配套使用半球形垫圈，快速安装的高强螺帽，选用150mm×150mm×10mm蝶形钢托盘，每根锚杆使用MSCK2360型锚固剂1卷，锚固形式均为端部锚固，顶锚杆孔深为2300mm，锚杆露出螺母长度不大于40mm。锚杆矩形布置，顶锚杆间排距为1000mm×800mm。两帮选用Φ16×1800mm圆钢锚杆，配套使用高强螺帽，选用150mm×150mm×6mm平钢托盘，每根锚杆使用MSCK2360型锚固剂1卷，锚固形式均为端部锚固。帮锚杆孔深为1700mm，锚杆露出螺母长度不大于40mm。锚杆矩形布置，间排距为1200mm×800mm。螺纹钢锚杆锚固力不小于10t，预紧力矩不低于200N.m。圆钢锚杆锚固力不小于5t，预紧力矩不低于110N.m。锚杆间排距允许偏差为±100mm。布置方式符合规程要求,且成排成行。锚杆角度允许偏差为±15°。（2）锚索采用Φ17.8mm钢绞线，L=7100mm，每根锚索使用MSZ2360型锚固剂3卷，选用300mm×300mm×14mm的平钢托盘。锚索矩形布置，间排距为3000mm×1600mm。锚索锚固力不小于20t，预紧力不小120KN，锚索间排距允许偏差为±100mm，锚索孔深为6800mm，锚索露出锁具长度不大于250mm。（3）顶板及两帮采用Ф6圆钢焊接的钢筋网，金属网网格100×100mm，重为4.5kg/m2。（4）顶锚杆与锚索同排时，只打设靠近中间锚索两侧两根顶锚。（5）喷射混凝土使用标号不低于425#水泥，中等粒度砂子，巷道顶、帮喷射厚度为100mm。混凝土等级不低于C20，并添加速凝液，加入量为水泥用量的10%，抗渗等级不小于P6，底板硬化厚度为300mm，铺底混凝土强度等级为C30。（6）铺底时向水沟侧留设5‰的流水坡度，掘进过程中同时采用风镐在掘进方向右侧施工水沟（规格：毛深300mm×毛宽500mm，浇筑厚度0.1m）并用混凝土浇筑。混凝土中水泥：沙子：石子：速凝剂，配合比为1:2.14:3.15:0.05。(7)支护作业机具设备名称型号及规格数量备用电机功率用途掘锚机MB670/1501支护手持式气动帮锚钻机ZQS-50/1.6S11支护张拉千斤YDC-180/15011支护扭力扳手21预紧湿式喷浆机SPB711支护3.4.2支护工序的安排及要求选用掘锚机配套设备及手持式帮锚钻机来完成铺网、打眼和锚杆安装工作。打锚杆时要严格按照掘锚机操作规程及标准化作业流程作业。锚杆支护作业顺序为：铺网、钻眼、安装锚杆、紧固锚杆。3.4.2.1支护顶锚杆（1）铺网掘锚机完成一个截割循环后，将掘锚机临时支撑降下，掘锚机向前移动一米，把钢筋网片穿在两边钻杆上并使网片平铺在掘锚机临时支撑上，首先升起两边钻箱将钻杆顶住顶板，然后升起临时支护支撑网片到顶板，要求与上一片网搭接100mm，（帮网与帮网之间搭接100mm、顶网与顶网之间搭接100mm，帮网与顶网之间搭接200mm，网片搭接处使用双股14#铁丝三花状联接，间距为200mm，要拧够3圈，网片搭接处必须压接牢固使其紧贴顶板及两帮煤壁。在安装锚杆过程中用锚杆将网片连接处压实。（2）掘锚机钻眼上升钻杆使钻头接近顶板，先打开水阀给钻杆通水，然后操纵钻机旋转阀及给进阀，进行钻眼。当钻杆钻入设计深度时，关闭水阀，反向给进，同时继续保持钻杆旋转，将钻杆退出。（3）安装锚杆在打好的钻孔内穿入MSCK2360型锚固剂一根，然后用锚杆顶住锚固剂穿入钻孔内，将锚杆头放入搅拌器，升起钻箱并转动搅拌器搅拌锚固剂，搅拌时间25s为宜，然后上升锚杆将托盘紧贴顶板，并等待10～60秒。（4）紧固锚杆待锚固剂凝固后，旋转钻箱紧固锚杆（注意不能给进），使其扭矩满足要求。下移钻箱与钻架临时支撑，调整钻架位置。3.4.2.2支护帮锚杆掘锚机支护帮锚杆支护工艺与顶锚杆支护工艺相同。正常情况下，生产班在掘进过程中用掘锚机自身侧钻支护上两排帮锚杆，用手持式气动帮锚钻机支护最下一排帮锚杆。（1）支护帮网当支护工开始支护帮锚杆时，首先掘锚机上面的支护工将网铺到煤帮上，与上一片网搭接100mm，与顶网搭接100mm，将帮网与顶网用14#铁丝链接按要求扭结，下面的支护工操作帮钻箱，在网的搭接处支护帮锚杆，将两片网搭接处压住。3.4.2.3锚索支护选用掘锚机配套设备来完成打眼和锚索安装工作。打锚索时要严格按照掘锚机操作规程及标准化作业流程作业。锚索支护作业顺序为：钻眼、安装锚索、张拉锚索。（1）锚杆机钻眼在打锚索前，将稳定靴伸出，将掘锚机支撑起来，掘锚机操作工将遥控器打到支护状态。先将掘锚机的液压支撑架支起，然后操纵支护梁伸缩阀和前后倾斜阀，将支护顶蓬支撑到工作区的顶板上。操纵钻臂左右摆动阀，使两钻架准确到达钻眼位置。根据巷道高度及设计眼深装入合适长度的钻杆。操纵钻机旋转阀及给进阀，进行钻眼。当钻杆钻入设计深度时，反向旋转，将钻杆退出。（2）安装锚索将锚固剂送入事先打好的钻孔内，然后将锚索放入钻孔内顶住锚固剂将锚固剂送到孔底，将锚索下端放入搅拌器上，升起钻箱直至锚索底部到达眼口约600mm处，使钻箱上升并一边上升一边转动，转动速度由快到慢进行搅拌，搅拌时间25s为宜。（3）张拉锚索待锚固剂凝固后，人工上锚索托盘和锚索锁具，一人将掘锚机上的张拉泵头与锚索外露端连接，另一个人张拉锚索，使其初锚力不小于20T（必要时进行二次紧固），张拉完后松开张拉泵，放下张拉泵头，进行下一根锚索的安装及紧固工作。3.4.2.4喷射混凝土工序及要求喷射混凝土由其他单位施工，在施工前另行编制安全技术措施。4施工工艺4.1施工方法4.1.1施工方法采用MB670/150型掘锚机一次切割成巷，同时由掘锚机上四个顶锚钻臂完成巷道顶支护，由两个侧钻臂配合手持式帮锚气动钻机完成巷道帮支护。切割煤炭通过掘锚机运输机运至连运一号车处，由连运一号车完成破碎、转载工序，经桥式转载机、胶带输送机、40T刮板输送机运出。4.1.2特殊地段的施工方法各特殊地段施工必须编制施工措施，如开掘、过断层等地质构造。4.2凿岩方式4.2.1掘锚机截割方式掘锚机掘进时，巷道一次成形。掘锚机操作工在激光指向仪的导向下，在巷道前方的煤壁进行切割，直至割入深度达到800mm。4.2.2截割循环掘锚机切割过程中首先将掘锚机截割头调整至巷道顶板（升刀），扫去上一刀预留的煤皮（扫顶），将截割头向前切入煤体800mm，即进刀；然后由上向下切入煤体，即割煤；当截割头割到煤层底板时，掘锚机截割部后退800mm左右，拉底煤使巷道底板平整，装完余煤，截割头放在最低；每排完成上述1个循环。附：掘锚机截割方式及截割循环图（图4-2-2-1）掘锚机截割方式及截割循环图图（4-2-2-1）4.2.3装煤利用掘锚机的装载、运输机构来完成装煤工序。掘锚机上设有装载机构（装煤铲板和三星轮装载机构）和输送机。掘锚机割煤时，煤落在装煤铲板上，同时圆盘耙杆连续运转，将煤炭装入运输机，巷道出煤由掘锚机运输机将煤装入后面等待的一号车内；4.2.4运煤掘进时切割煤炭通过掘锚机运输机运至连运一号车处，由连运一号车完成破碎、转载工序，经桥式转载机、胶带输送机、40T刮板输送机、胶带输送机运出；4.2.5支护顺序首先由生产班使用掘锚机钻臂完成顶锚杆、顶网支护，然后使用侧钻箱完成上两排的帮锚杆及帮网支护，最后由检修班使用气动手持式帮锚钻机将最下排帮锚及帮网补齐至掘锚机运输机机尾处。4.2.6清理浮煤巷道浮煤分两种：第一种为掘进过程中两帮片帮后产生的浮煤或掘锚机配合一号车装煤过程洒下的浮煤，由生产班在每班交接班前清理；第二种为延伸机尾后产生的浮煤和巷道胶带输送机下浮煤，由检修班人工清理。4.2.7胶带输送机延伸当巷道向前推进30m左右时，胶带输送机机尾向前延伸一次，以缩短运输距离，即延胶带输送机。注：延胶带输送机时严格执行停送电制度、行人不行车，行车不行人制度，人员严禁靠近胶带输送机转动部位。每次延伸胶带输送机前备好所需物品，做好准备工作，延胶带输送机时各工种协调配合，按标准化作业流程作业，并做好胶带输送机试运行工作。4.2.8施工顺序施工顺序：施工前准备→割煤、运煤→敲帮问顶→在临时支撑上铺设网片→临时支撑升顶调整网片位置→临时支撑紧贴顶板→布置锚杆孔眼位→打孔→安装锚固剂→安装锚杆→紧固→施工剩余锚杆→二次预紧；布置锚索孔眼位→打孔→安装锚固剂→安装锚索→安装托盘、锁具→二次预紧。4.3管线敷设4.3.1.风筒吊挂在巷道掘进方向左上侧，采用由外向里的方向逐节连接、吊挂在预先拉紧的8#铁线上，风筒口距工作面不得大于15米。4.3.2压风管、供水管、排水管布置在巷道左帮，敷设在托架上，托架使用角钢焊制，安装间距3m，距离工作面不得超过50m，最下层距底板不小于600mm。托架外沿成一条直线。风水管路距工作面不得大于50m，管路必须吊挂平直、整齐。4.3.3电缆布置在巷道掘进方向右侧，电缆采用钢筋焊接的电缆钩吊挂，按截面大小，按从小到大由高到低吊挂在电缆钩上，电缆钩间距为0.8m，偏差小于±20mm，电缆吊挂不低于1.6米，铺设至距工作面50m处。4.3.4工作面移动电缆用电缆钩平直的挂在帮上，多出的部分采用“∞”字形方式盘放在专用电缆架上，专用电缆架安装在胶带输送机机尾缓冲架上，拖地的部分在交接班时必须吊挂起来，不得影响行人。4.4设备与工具配备表设备名称型号及规格数量主要技术特征电机功率用途掘锚机MB670/1501截割高度2.8－3.8mm截割宽度5.4m爬坡能力±18度卧底深度206mm246KW掘进连运一号车LY2000/980-101胶带输送机输送机DSJ100/80/1601输送量800T/h输送长度700m160KW运输刮板输送机SGB620/401输送量400T/h输送长度30m55KW运输手持式帮锚气动钻机ZQS-50/1.9S1额定转矩52N.m钻孔直径φ32帮锚支护5生产系统5.1通风系统5.1.1通风方式、通风设备和设施5.1.1.1通风参数依据《内蒙古利民煤焦有限责任公司矿井风量计算方法》标准计算。5.1.1.2通风方式、通风设备和设施（1）掘进工作面选用“长压短抽”通风方式，采用一台压入式局部通风机保证工作面正常通风，另外安装一台抽出式湿式除尘风机降低工作面粉尘浓度并配合压入式风机通风；（2）局部通风机安设在I0309采区辅运下山650米处。生产时，必须开启除尘风机，除尘风筒吸风口尽可能靠近掘进工作面，距工作面不得大于5m；压入式风筒出风口滞后除尘风筒吸风口不得小于10m。早班检修不生产时，可以关闭除尘风机，但压入式风筒出风口距离掘进掘进工作面不得大于15m。（3）在局部通风机主、备机负荷电缆上分别安装一组开停传感器以监测局部通风机运行情况，在距离风筒末端20m内安设一组风筒传感器以监测风筒的供风情况，传感器与安全监控系统联网，将监控情况上传到地面。（4）压入式风机风筒选用直径为φ800mm的柔性阻燃风筒，风筒吊挂在预先拉紧的8#铁线上，吊挂高度不得低于2米，风筒采用双反边连接，接口器要固定牢靠，风筒逢环必挂，成一条线，风筒口距工作面不得大于15米。抽出式风筒油桶做的简易风筒，风筒固定在桥式转载机上面。5.1.2局部通风机装设三专（专用开关、专用线路、专用变压器）、两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁），使用“双风机、双电源”并具有自动切换功能，安装2台同等能力的局部通风机，一台工作，一台备用。主、备局部通风机通过专用的风筒三通与正常供风段风筒相连。风电闭锁和瓦电闭锁采用闭锁工作面动力电源总馈电的方式。5.1.3风量计算（1）掘进工作面需风量确定①按瓦斯涌出量计算Qa=Qa=qk/(c1-c0)=0.2508×2/（1%-0）=50.16m3／min≈51m3/min式中Qa——掘进工作面实际需要风量，m3／min；c1——工作面回风流最大允许瓦斯浓度，按1%取值；c0——工作面进风流瓦斯浓度，这里取0；q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取0.2508m3/min；k——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。机掘工作面k=1.5—2，这里取2；②按二氧化碳涌出量计算Qa＝67×q×K式中：Qa——掘进工作面需要风量，m3/s；q——掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量0.1672m3/minK——工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面二氧化碳绝对涌出量的最大值与平均值之比，取1.8100——按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。Q＝67×0.1672×1.8＝20.16m3/min≈21m3/min③按同时作业最多人数计算：Qa=4×N=4×29×2=232m3/min式中：Qa——掘进工作面实际需要风量，m3／min；4——《安全规程》规定的每人每分钟的供风量,m3/min。N——工作面同时工作的最多人数，一个班29人，按交接班时人数计算。④按风速进行计算：掘进工作面风量应满足：15m/min×S≤Qa≤240m/min×S对于本工作面确定配风量满足15m/min×21.6m2=324m3/min≤Qa≤240m/min×21.6m2=5184m3/minSj----掘进工作面巷道最大过风断面为21.6m2。经计算工作面需要风量应按巷道最低排瓦斯风速确定的风量为最终需风量：Qa=324m3/min=5.4m3/s5.1.4局部通风机及风筒规格的选型（1）局部通风机风量的确定局部通风机需要吸入风量计算公式：Qf=Qa/φcQf——局部通风机风量，m3／min；Qa——掘进工作面需要风量，m3／min；φc——风筒的有效风量率，%；风筒的有效风量率计算公式：φc=1-η漏×L/100φc——风筒的有效风量率，%；η漏——风筒百米漏风率,%;L——风筒长度,m;100——100米风筒长度,m；参考相关文献掘进工作面百米漏风率按下表确定。风筒百米漏风率取值表风筒最大长度L（m）＜200200～500500～10001000～2000＞2000η漏（%）＜15＜10＜3＜1.5＜1本巷道施工期间，风机到工作面的最大距离为850m，所以依据上表确定风筒百米漏风率η漏＜3%/m，这里取3%。则巷道施工期间通风距离最长时局部通风机需要吸入风量为：Qf=Qa/φc=Qa/（1-η漏×L/100）=324/（1-3%×850/100）=434.9m3／min≈7.25m3／s（2）风筒规格选取φ800mm柔性阻燃风筒。（3）局部通风机需风压确定按巷道施工期间通风距离最长时，确定局部通风机需要风压。Hf=h摩+h局+hvHf——局部通风机需要风压，Pa；h摩——风筒摩擦阻力，Pa；h局——风机及风筒的局部阻力，Pa；hv——风筒出口动压，Pa；风筒摩擦阻力h摩===2033.65（Pa）h摩——风筒摩擦阻力，Pa；α——风筒摩擦阻力系数,kg/m3;这里取0.0032kg/m3。L——风筒最大长度，850m；U——风筒周长，m；Q——风筒平均风量，m3／s；S——风筒断面积，m2，；局部风阻力局部风阻力一般取100～200pa，考虑到通风距离较远，有弯头确定：h局=200pa风筒出口动压hv====69.32Pahv——风筒出口动压；ρ——空气密度，取1.2kg/m3；——风筒出口风量，m3／s；S——风筒断面积，m2，；④局部通风机需要风压确定Hf=h摩+h局+hv=2033.65+200+69.32=2302.97Pa(4)局部通风机选型根据以上计算确定的所需局部通风机风量、风压，结合我矿现有局部通风机出厂说明书提供的性能曲线，选择2台FBD№6.3/2×22(局部通风机的供风量为380m3/min-550m3/min)用于巷道施工期间供风，局部通风机一台工作，一台备用。（5）按使用1台胶轮车需风量进行验算使用无轨胶轮车时，应进行风量计算，排出的各种有害气体被巷道风流稀释后，其浓度必须符合《煤矿安全规程》第一百条的规定。Q胶轮车i=4×Ni×Pi×Ki×1.36式中：Q胶轮车i——该地点胶轮车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；Ni—该地点胶轮车的台数，台；Pi—该地点胶轮车的功率，kw;Ki—配风系数，该地点使用1台胶轮车运输时，Ki为1.0。该地点使用2台胶轮车运输时，Ki为0.75。该地点使用3台及以上胶轮车运输时，Ki为0.5。1.36—KW与Hp的转换系数，1KW=1.36Hp计算如下：Q胶轮车i=4×1×75×1×1.36=408m3/min而局部通风机供风范围为380-550m3/min，根据日常测风数据，一般风筒末端风量为420—430m3/min，因此巷道风量满足胶轮车用风需要。5.1.5局部通风机安装地点需风量的确定局部通风机安装在I0309辅运下山，安装地点巷道为煤巷，则安装地点需风量按下式确定：Qm=Qfm+60×0.25SQm——局部通风机吸风最大时期安装地点需风量，m3／min；Qfm——选用局部通风机的最大吸风量，m3／min；取5503/minS——局部通风机安装地点最大巷道断面，m2；这里为21.6m2则：Qm=Qf+60×0.25S=550+60×0.25×21.6=874m3／min5.1.6风筒距迎头距离确定我矿在综合考虑各掘进工作面瓦斯涌出情况和粉尘产生情况的基础上，为了防止掘进工作面出现瓦斯超限和集聚，在有效稀释掘进工作面瓦斯的同时降低工作面粉尘产生量，经研究决定局部通风机正压通风地点应保证风筒距迎头最大距离在风筒出风流的有效射程之内，按下列经验公式进行计算后确定风筒距迎头最大距离，并满足最大距离不得超过15米。（我矿取4）这里取19m式中Ls－从风筒出口至射流反向的最远距离（即扩张段和收缩段总长）称射流有效射程。S——巷道毛断面,m2。经上式计算射流有效射程为19m，“根据风筒使用日常管理，一般风筒接设是整节或者半节，因此为了便于管理，风筒末端距离工作面要求不超过15米”5.1.8通风路线（1）进风I0309采区辅运下山→局部通风机→I0309采区辅运下山掘进工作面（2）回风I0309采区辅运下山→I030904回风顺槽联络巷→I0309采区回风下山→9#煤南翼回风大巷→16#中央回风大巷→回风立井附掘进工作面通风系统示意图5.2压风系统5.2.1掘进工作面风源工作面的风源取自地面压风机房。压风机房安装4台型号为KG-250A型的喷油螺杆空气压缩机，两台工作，两台备用。每台压风机的排气量为33.5m3/min、压力为0.7MPa、环境温度为-5～+45℃、冷却方式为风冷、排气温度为≤环境温度+15℃、压风机的出口管径为φ76mm、功率为185KW。5.2.2压风管路布置及路线该工作面使用φ110mm压风管，随工作面向前掘进及时延接，必须要紧跟工作面。每隔50m设置一个压风三通。5.2.3压风系统压风路线：地面压风机房→主斜井（φ219）1100m→煤仓下口检修巷（φ110）170m→Ⅰ0309采区辅运下山（φ110）（压风系统图详见附图）在工作面安设2组压风自救装置，每组可供6人使用，随工作面向前延伸，压风自救装置始终保持在24—40米范围内。5.3瓦斯防治5.3.1掘锚机设置机载式甲烷断电仪。当瓦斯超限时，传感器自动报警后断电停机。在机载式甲烷断电仪不能正常运行时，必须悬挂便携式甲烷监测报警仪。5.3.2局部通风机必须安设风电闭锁，当局部通风机因故停风时，能立即自动切断局部通风区域内全部非本质安全型电气设备的电源。5.3.3工作面及回风流按要求设置甲烷传感器、一氧化碳传感器，并实现瓦电闭锁功能。5.3.4凡入井人员必须携带自救器，依据《煤矿安全规程》规定，相关人员必须按要求携带甲烷检测报警仪。5.3.5每班设置一名专职瓦检员进行瓦斯检查，严格执行瓦斯巡回检查制度。在有人作业期间，每班按规定时间检查三次瓦斯情况，无人作业时每班至少检查一次瓦斯情况。5.4综合防尘5.4.1防尘供水管路系统5.4.1.1防尘水源引自主斜井井底的供水管路。防尘供水管路上每隔50米设置一个三通，每隔200米设置一个阀门，工作面水管设置一个专用洗尘阀门用于清洗煤壁。供水管随工作面向前掘进及时延接，距工作面不得大于50米，采用软管连接延伸到工作面。5.4.1.2防尘供水管路线：煤仓下口检修巷（φ110）170m→Ⅰ0309采区辅运下山（φ110）5.4.2减尘、降尘措施5.4.2.1净化水幕、转载喷雾设置和使用（1）在距巷道开口往里15m范围内设一道净化水幕。（2）在距工作面50米范围内设置两道净化水幕用于降尘，水幕覆盖全断面，净化水幕的位置随着工作面的推进而不断前移。（3）在转载点合理设置转载喷雾用于喷雾降尘。（4）掘进工作面安设湿式除尘风机，生产割煤过程中开启风机吸收工作面产生的粉尘。（5）掘进生产和运输时，工作面净化水幕和各转载喷雾必须打开，起到降尘作用。（6）每天至少对巷道水幕装置进行一次全面检查，及时维护、更换水幕喷嘴，保证水幕雾化效果良好。5.4.2.2掘锚机掘进作业时，必须使用内外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于2MPa，外喷雾的使用水压不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须立即停机。5.4.2.3施工单位每班至少对工作面50m范围内进行洗尘一次。通风队每周对其余巷道至少清洗一次。5.4.2.4每班交接班之前，必须清理工作面前50米范围内各馈电、开关、传感器、压风自救装置、供水施救装置和转载机皮带架等设备、设施表面粉尘，防止因长期未清理设备表面粉尘，而引起的粉尘积聚。5.4.2.5必须采用湿式钻眼机具。5.4.3隔爆措施（1）隔爆水袋棚的设置位置在I0309采区辅运下山距离工作面60～200m和距离回风口50-70m处，分别设置一组集中式辅助隔爆水袋棚。（2）隔爆水袋棚规格的确定隔爆水袋选用规格为GBSD-80型，其水袋规格长×宽×高分别为1000mm×480mm×270mm，容水量为80L。原巷道最大过风断面为21.6m2，现最大过风断面为18.9m2，其它参数均不变，所以现使用的风机满足通风需求。5.4.3隔爆措施①单组水棚总水量根据公式：G=gs=200×16.12=3224L式中：G----总水量L；g-----每平方米巷道所需水量，L/m2，辅助水棚按200L/m2；s------巷道净断面积，16.12m2②单架水棚水量根据公式：Gn=V×n=80L×4=320m3式中：V----单个水袋容量，80L；n----每架水棚含水袋个数，4个；③水棚架数根据公式：N＝G/Gn＝3224/320＝10.075架，取11架式中：N----水棚架数，11架④水棚区长度根据公式：L＝（11-1）×C+d＝（11-1）×2+0