990运输石门作业规程

贵州省水城县红岩乡安平煤业 +990m运输石门掘进作业规程

贵州省水城县红岩乡安平煤业

掘进工作面作业规程

工作面名称： +990m运输石门

编 制 人： 刁 春 良

2013年8月9日

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会 审 意 见

同意并补充如下：

参加会审人员 2013年 月 日

会审主持人 机电副矿长 安全副矿长 生产副矿长 总工 程 师 矿 长

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公司批示：

生产技术部 2013年 月 日

机电运输部 2013年 月 日

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安全通风部 2013年 月 日 安全监察部 2013年 月 日 分管安全副总 2013年 月 日 分管技术副总 2013年 月 日 贵州省水城县红岩乡安平煤业 +990m运输石门掘进作业规程

贯彻学习作业规程签字表

贯彻人： 贯彻地点： 参加学习人员签名 姓名

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贯彻时间： 工种 成绩 姓名 工种 成绩 贵州省水城县红岩乡安平煤业 +990m运输石门掘进作业规程

目 录

会 审 意 见 ...................................................... 2 贯彻学习作业规程签字表 .............................................. 4 目 录 ............................................................... 5 第一章 概 况 ........................................................ 7

第一节 编制依据 ................................................. 7 第二节 概 述 ................................................... 7 第二章 地面位置及地质情况 .......................................... 9

第一节 地面位置及邻近采区开采情况 ............................... 9 第二节 煤（岩）层赋存特征 ...................................... 10 第三节 地质构造 ................................................ 13 第四节 水文地质 ................................................ 13 第三章 巷道布置及巷道断面、支护说明 ............................... 14

第一节 巷道布置及巷道断面 ...................................... 14 第二节 支护设计 ................................................ 14 第三节 支护工艺 ................................................ 17 第四章 施工工艺 ................................................... 21

第一节 施工方法 ................................................ 21 第二节 凿岩方式 ................................................ 21 第三节 爆破作业 ................................................ 22 第四节 装载与运输 .............................................. 23 第五节 管线及轨道铺设 .......................................... 24 第六节 工作面设备 ............................................. 25 第五章 生产系统 ................................................... 26

第一节 通 风 .................................................. 26 第二节 压 风 .................................................. 30 第三节 瓦斯防治 ................................................ 30 第四节 综合防尘管路 ............................................ 33 第五节 防灭火 .................................................. 33

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第六节 安全监控 ................................................ 36 第七节 供 电 .................................................. 36 第八节 排 水 .................................................. 37 第九节 运 输 .................................................. 37 第十节 照明、通信和信号 ........................................ 38 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 ................................. 38

第一节 劳动组织 ................................................ 38 第二节 循环作业 ................................................ 39 第三节 主要技术经济指标 ........................................ 39 第七章 安全技术措施 ............................................... 40

第一节 一通三防安全技术措施 .................................... 40 第二节 顶板安全技术措施 ........................................ 47 第三节 爆破安全技术措施 ........................................ 48 第四节 防治水安全技术措施 ...................................... 51 第五节 机电安全技术措施 ........................................ 52 第六节 运输安全技术措施 ........................................ 54 第七节 其它安全技术措施 ........................................ 58 第八章 灾害应急措施及避灾路线 ..................................... 60

第一节 灾害应急措施 ............................................ 60 第二节 避灾线路 ................................................ 64

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第一章 概 况

第一节 编制依据

一、开采方案（变更）说明书及相应图纸；

二、贵州省水城县安平煤业有限公司安全专篇（变更）； 三、矿井瓦斯地质图说明书以及瓦斯地质图；

四、贵州省水城县安平煤业有限公司煤与瓦斯突出危险性鉴定报告； 五、一采区施工组织设计； 六、+990m运输石门地质说明书；

七、根据《煤矿安全规程》、《操作规程》、集团公司有关技术规范，及矿有关规定；

八、集团公司、矿安全生产管理制度。

第二节 概 述

一、巷道名称：+990m运输石门，位置：+990m--+1000m水平，+990m运输石门在主斜井中部坐标点B4点开口以2.8m×2.8m的半圆拱巷道-22o12′49″的坡度160 o41′55″的方位角掘进8.2m到落平点A，然后以3.6m×3.1m的半圆拱巷道160 o41′55″的方位角+3‰的坡度掘进7m到控制点B，再以3.6m×3.1m 的半圆拱巷道，15m为半径22 o30′的拐角施工到控制点C，再以3.6m×3.1m的半圆拱巷道225 o35′32″的方位角+3‰的坡度掘进11m到控制点D结束甩车场的施工，最后以2.8m×2.8m的半圆拱巷道225 o35′32″的方位角+3‰的坡度掘进118m揭露2号煤层。

二、该掘进巷道为穿层巷道，主要以砂岩、泥岩为主，局部地方为炭质泥岩，围岩较松软，过此地段时，必须严格执行“敲帮问顶”制度，工人作业时必须站在有效的临时支护下。

三、+990m运输石门，作为+990m水平的主要进风巷道，设计长度167.76m，总工程量为1443.37m3，施工期1.60个月，预计开工时间：2013年9月1日，竣工时间：2013年11月1日。

四、详见+990m运输石门施工设计图，并按施工设计图施工。 五、施工地点安全评估：

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作业活动、场所序（包括存在的危害 设备器材） 停送电未严格执行停送电制度 停机后未将开关打到零位 耙斗式装岩机运行范围内及耙斗伤人 式装岩机两侧、下方有人 耙斗式耙斗式装岩1 装岩机 机两侧未设置铁挡棍或挡绳 停机处理时开关未打伤人 到零位并闭损坏设备 锁， 开车前未对钢绳、付绳、刹车装置、安全设施进行检查 伤人 损坏设备 触电伤人损坏设备 可能性等级 可能导致会 很 的事故 发可不 可能 风险级别 不一重可号 可 不太 能 可能 生 能 般 大 承受 √ √ 伤人 损坏设备 √ √ √ √ 伤人 √ √ √ √ √ √ 8

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未设 防滑装置 支护前掉矸、两帮片2 顶板 伤人 损坏设备 √ √ 帮，未严格执砸伤人 行撬帮问顶制度 √ √ 3 放炮时 站岗警戒 不到位 炮烟未散尽 伤人 伤人 伤人 √ √ √ √ √ √ 4 放炮后 碛头瞎炮 未检查 骑在风锤 5 风锤 上打眼，钎断钎伤人 子、风锤正下方站人 未使用临时支护空顶作业 √ √ 锚杆 6 支护 顶板掉 矸伤人 √ √ 第二章 地面位置及地质情况

第一节 地面位置及邻近采区开采情况

井上下对照关系表

水平、采区 地面标高 地面的对应位置建筑物 +990m水平、1采区 +1150m-+1200m 工程名称 井下标高 +990m运输石门 +900m～+1000m 本巷道对应的地表为青杠岭一带，大多以山林为主，无池塘、水库等水体对地表无影响。 9

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巷道对地面设施的影响 邻近采掘情工作面施工对地表无较大影响。 该工作面为1采区+990m水平的准备巷道，东至主斜井，况对掘进巷道北方为+1035m水平的+1035m运输石门，南至+935m水平的的影响 +950m回风石门。 第二节 煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析

1、2号煤层位于龙潭组（P3l）上部，上距（P3c）约64米，煤厚2.43～2.63米，平均厚度2.50米，厚度变化不大，结构较简单，有厚0.05～0.30米的夹矸1层，为灰色泥岩及棕灰色高岭石泥岩，较稳定。

2、3号煤层位于龙潭组（P3l）上部，上距4煤约43米，厚2.84～2.99米，平均厚度2.90米，厚度变化不大，结构较简单，俗称大油煤，有厚0.05～0.30米的夹矸1层，为高岭石泥岩，较稳定。

3、4号煤层位于龙潭组（P3l）上部，上距3煤约43米，厚1.48～1.52米，平均厚度1.5米，厚度变化不大，结构较简单，俗称大油煤，有厚0.05米的夹矸1层，为泥岩，较稳定。

煤层顶底板情况

煤层 项目 岩石类别 细砂岩、粉砂质泥岩 粉砂岩、泥岩 硬度厚度（f） （m） <6 3.33 岩性 灰、浅灰、浅黄色细砂岩，顶部为灰、浅灰色粉砂质泥岩。 灰、灰黄色、灰紫色粉砂岩，薄至叶片状，底部为泥岩。 浅灰色细砂岩，薄至中层状，水平层基本顶 2号煤层 直接底 直接顶 <6 5.45 细砂岩 <6 8.81 理，层面夹较多的炭质碎屑，顶部为灰浅灰色粉砂质泥岩，含少量铁质结核 3号

基本顶 细砂岩 <6 5.09 浅黄、黄绿色细砂岩，薄至中层状，水平层理，层面夹较多的炭质碎屑，顶10

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煤层 直接顶 泥质粉砂岩 <6 2.44 部为灰浅灰色粉砂质泥岩，含少量铁质结核 灰、灰黄色泥质粉砂岩，薄层状，水平层理，底部含动物化石。 灰黄色泥质粉砂岩，顶部为灰色泥岩，含植物化石。 粉砂质泥岩，底部为灰、浅灰色泥岩，顶部为泥岩。 紫灰色泥岩，下部灰、灰紫色泥质粉砂岩。 直接底板为细砂岩，主要成分上部为直接底 细砂岩 <6 2.81 桔黄色细砂岩，下部夹浅灰色粉砂质泥岩1.23m，底部为泥岩0.24m，煤0.22m，力学强度低

2号煤层特征表

指 标 参 数 备注 直接底 泥质粉砂岩 <6 4.28 基本顶 4号煤层 粉砂质泥岩 <6 4.61 直接顶 泥质粉砂岩 <6 0.6 煤层厚度（最小—最大/平均）（m） (1.4～2.63/2.5) 煤层倾角（平均）（°） 煤（岩）层硬度系统（f） 煤层层理（发育程度） 煤层节理（发育程度） 煤层自然发火期（d） 煤层爆炸性 绝对瓦斯涌出量（m3/min） 相对瓦斯涌出量（m3/t） 地温（℃） 围岩类型 78 o f=2～4 层理发育 节理发育 自燃 具有爆炸性 0.3 m3/min 2.6 m3/t 22℃ 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩

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3号煤层特征表

指 标 参 数 备注 煤层厚度（最小—最大/平均）（m） (2.84～2.99/2.9) 煤层倾角（平均）（°） 煤（岩）层硬度系统（f） 煤层层理（发育程度） 煤层节理（发育程度） 煤层自然发火期（d） 煤层爆炸性 绝对瓦斯涌出量（m3/min） 相对瓦斯涌出量（m3/t） 地温（℃） 围岩类型 78 o f=2～4 层理发育 节理较发育 自燃 具有爆炸性 0.17 m3/min 2.5 m3/t 22℃ 粉砂岩夹泥岩、粉砂质泥岩

4号煤层特征表

指 标 参 数 备注 煤层厚度（最小—最大/平均）（m） (1.48～1.52/1.5) 煤层倾角（平均）（°） 煤（岩）层硬度系统（f） 煤层层理（发育程度） 煤层节理（发育程度） 煤层自然发火期（d） 煤层爆炸性 绝对瓦斯涌出量（m3/min） 相对瓦斯涌出量（m3/t） 地温（℃） 围岩类型

78 o f=2～4 层理发育 节理较发育 自燃 具有爆炸性 0.16 m3/min 2.45 m3/t 22℃ 粉砂质泥岩 12

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二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸性、地温等。

1、矿井绝对瓦斯涌出量为3.20m3/min，相对瓦斯涌出量为34.56m3/t；绝对二氧化碳斯涌出量为0.44m3/min，相对二氧化碳涌出量为4.75m3/t。根据贵州省能源局文件，黔能源发【2009】252号《对六盘水市2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告》的批复，该矿保留生产系统鉴定结果为高瓦斯矿井。预计该工作面绝对瓦斯涌出量为0.5m3/min。

2、根据省煤田地质局实验室2010年8月14日提供的鉴定报告《煤尘爆炸性鉴定报告》2010-M301、2010-M302（报告附后），红岩乡安平煤业（新井）2#、3#煤层煤尘具有爆炸性。

3、根据省煤田地质局实验室2010年8月14日提供的鉴定报告《煤炭自燃倾向性等级鉴定报告》2010-M301、2010-M302（报告附后），红岩乡安平煤业（新井）2#、3#煤层属于二级自燃煤层。

4、预计该工作面绝对瓦斯涌出量为0.3m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.15m3/min。

第三节 地质构造

一、断层

根据+935m水平以及+1075m水平巷道及相邻巷道揭露情况分析，掘进区内无大中型断层。

二、掘进区内无陷落柱及岩浆侵入。

第四节 水文地质

一、水文地质条件

该工作面为+990m水平的准备巷道，巷道水源主要为裂隙水，预计部分地段可能会出现滴淋水及渗水。 二、其他

巷道掘进区无大中型断层，地表无大型水体。

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第三章 巷道布置及巷道断面、支护说明

第一节 巷道布置及巷道断面

一、+990m运输石门是1采区+990m水平的主要进风巷道，巷道开口于主斜井中部B4点（2905128.701，35519909.195）开口先按照2.8m×2.8m的半圆拱巷道-22o12′49″的坡度160o41′55″的方位角掘进8.2m到落平点A，然后以3.6m×3.1m的半圆拱巷道160o41′55″的方位角+3‰的坡度掘进7m到控制点B，再以3.6m×3.1m 的半圆拱巷道，15m为半径21o37′52″的拐角施工到控制点C，再以3.6m×3.1m的半圆拱巷道225 o35′32″的方位角+3‰的坡度掘进11m到控制点D结束甩车场的施工，最后以2.8m×2.8m的半圆拱巷道225o35′32″的方位角+3‰的坡度掘进118m揭露2号煤层，施工时严格按照地测科所放的中线施工。

二、断面情况：

1、+990m运输石门采用半圆拱巷道，巷道规格为：2.8m×2.7m（净宽×净高），净断面为6.78㎡。掘进宽3m，掘进中高3m，掘进断面为8.19m。

2、+990m运输石门车场采用半圆拱巷道，巷道规格为3.4m×2.9m（净宽×净高），净断面为9.14㎡。掘进宽3.6m，掘进中高3.2m，掘进断面为10.32m。

3、信号硐室采用直帮矩形断面，巷宽2.0m，高2 m，深2.0 m，掘进断面积为4m 2。

第二节 支护设计

一、支护方式

巷道永久支护方式采用锚网喷支护，锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm。每根锚杆采用2跟树脂锚固剂锚固，锚固剂型号为CK2835，锚网为钢筋编制的方格网，锚网规格（长×宽）：2200mm×1000mm；网格规格：（长×宽）100mm×100mm，网要压茬连接。喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥，砂为本地粗砂，石子直径不大于15mm，混凝土中水泥：砂：石子配合比为1:2:2。

二、按悬吊理论确定锚杆参数 1、锚杆长度计算

L=KH+L1+L2=2×0.5+0.4+0.1=1.5m

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式中 L──锚杆长度，m； H──冒落拱高度，m； K──安全系数，一般取K=2；

L1──锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m； L2──锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。 其中： H=B/2f=3/2×3=0.5 式中 B──巷道开掘宽度，取3m； f──岩石坚固性系数，取3。

根据现场误差，综合考虑选用长2.2m树脂锚杆。 2、锚杆间排距

根据国内许多矿井采用锚杆支护的经验，为便于现场操作，锚杆的间距和排距可以采用相同值。

（2?1?20） α=Q/KHr=64?=1.6m

式中 α——锚杆间排距，m；

Q—— 锚杆设计锚固力，64KN/根； H——冒落拱高度，取1m；

r——悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3； K——安全系数，一般取K=2。 考虑现场施工偏差，锚杆的间、排距均取800mm。 3、锚杆直径

各种锚杆的锚固力需与杆体本身的抗拉强度相适应，即锚杆的实际锚固力要大于或等于杆体抗拉极限，这样才能充分发挥杆体材料的作用。因此，按照杆体的抗拉力等于锚杆实际锚固力原则（Q固?锚杆体直径的计算公式如下：

d?1.13KQ固π2，考虑1.1的富余系数，则d?拉）

4?拉 =1.13?1.1?85=19.7 340式中，?——锚杆的直径，m；

?拉——锚杆杆体材料的设计抗拉强度，340MPa；

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Q固——锚杆的锚固力，85kN；

K——富裕系数，取1.1。

经计算得d =19.7mm，故取锚杆直径为20mm。

根据上述计算结果，结合过去锚杆的使用经验，为确保施工安全，巷道选用?20mm的螺纹钢锚杆，锚杆长度为2.2m，间排距为800×800mm。

4、锚杆的锚固长度

一般而言，锚杆的锚固方式分为三种：一是全长锚固，锚固长度占锚杆长度的90％以上；二是加长锚固，锚固长度占锚杆长度在50％～90％之间；三是端部锚固，锚固长度占锚杆长度的50％以下。

由于该巷道为穿层巷道，巷道围岩为砂岩、粉砂质泥岩围岩相对较稳定，综合考虑采用端部锚固方式，选取40%左右的锚固长度，即每根锚杆配用3跟树脂药卷。

5、锚杆类型和结构 （1）、锚杆类型及结构

选用20MnSi（锰硅）?20mm的螺纹钢锚杆。其屈服极限为340MPa，强度极限为510Mpa，截面积为314.2mm。锚杆设计锚固力>85kN。为了增强锚杆丝头强度，采用滚丝方式进行加工。

（2）、相关参数的选择 1)、锚杆、锚索药卷用量

在选择锚杆、锚索的锚固剂用量时，必须考虑锚杆的直径、钻孔直径和药卷直径等的“三径”配合问题。“三径”配合的相关参数见表2－1。

表2－1 顶板锚杆“三径”配套的相关参数

2

锚杆直径（mm） 钻孔直径（mm） 锚杆药卷直（mm） 2）、钢筋网

20 33 28 设计采用矩形钢筋网，网孔孔距为50mm×50mm，钢筋网长2.2m,宽1m。 （3）、托板的使用

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为了保证锚杆与钢带之间更加紧密的贴合，提高托盘与钢带之间的摩擦力，设计采用厚10mm钢板压制成弧形的（长×宽）130mm×130mm的正方形托盘，使钢带、托盘、锚杆三者之间成为一个更加统一的整体，减少了锚杆与钢带之间的错动，有利于预防锚杆杆体产生的剪切破坏。

三、临时支护

为保证掘进施工安全，掘进迎头采用前探梁配合圆木(Φ≥14cm)并加挑板(长0.5m×宽0.2 m×厚0.05 m)再加上直径不小于100mm的圆木进行临时支护，掘进头面临时支护的圆木不小于5根，存放位置在耙斗式装岩机后不大于40m的位置，迎头放完炮，待炮眼散尽后，必须从外向里进行敲帮问顶再用圆木进行临时支护，处理完围岩活矸后，把吊环吊在锚杆上，先铺设上顶板锚网再把前探梁穿过吊环伸至迎头，然后把护板扛在前探梁上，护板与护板的最大空距不超过150mm，护板数量根据现场空顶长度确定，未接顶的部分杠上枕木用圆木（至少2根）支紧，临时前探梁支护有效后，施工人员才允许在临时支护下进行出矸、永久支护等作业。

四、支护要求

每根锚杆必须紧固有力，外露长度不得超过50mm，托盘必须紧贴岩面，锚杆支护必须成排成行；金属网必须相互搭接并用托板压牢实。

第三节 支护工艺

正常巷道段永久锚网索支护距迎头的最大距离不得超过1800mm；当巷道遇断层或顶板压力显现明显地段永久锚网索支护距迎头的最大距离不得超过1000mm。

一、支护材料

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用钢制等强度螺纹钢锚杆，直径20mm，长度2.2m，每根锚杆均用3卷树脂锚固剂固定，锚固长度不得小于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，采用10mm钢板压制成弧形的（长×宽）130mm×130mm的正方形托盘，树脂锚固剂直径28mm，每根长度为350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为CK2835，每根锚杆锚固力不小于64KN（35MPa）。

2、锚网采用8#钢筋焊接制作的经纬网，锚网规格为（长×宽）2200mm×1000mm，网格为（长×宽）100mm×100mm，锚网压茬连接，搭接长度不小于80mm。

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3、喷射混泥土必须采用标号不低于425号水泥，粗砂，石子粒直径小于20mm，大于15mm的石子控制在20%以下，石子过筛，并用水冲洗干净。混凝土抗拉强度为22MPa、抗压强度为1.6MPa，配比为水泥：砂：石子=1：2：2。速凝剂型号为J85型，掺入量一般为水泥重量的2%～3.5%，喷拱取上限，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加入。

二、锚网喷支护工艺 （一）、钻锚杆眼：

打眼前，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，找掉危岩、活矸，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15o。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度2.5m。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。

（二）、安装锚杆:

（1）、先安装巷道拱上再安装两帮的先后顺序施工锚杆。

（2）、安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。

（3）、铺设好预先准备好的钢筋网，让钢筋网紧贴岩面。

（4）然后把2块树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，用带专业套筒的锚杆安装机卡住锚杆上的螺帽。

（5）开动锚杆安装机，将锚杆顶入树脂药卷内，当顶入一定距离不能继续往上顶时，开动锚杆机使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋到设计深度，停止锚杆机转动3～5s，然后在开动锚杆机扭紧螺帽给锚杆施加一定的预紧力，扭紧力矩不的小于120N.m，锚盘必须要紧贴岩面。

（6）、施工巷道两帮的锚杆时，采用风动凿岩机，步骤同上。 （三）、锚杆施工安全技术措施：

①、每班放炮后，必须严格执行敲帮问顶制度，加强刁找工作及时处理掉顶帮危岩。

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②、顶板上锚杆眼的施工时，杆眼眼孔施工的直径为23mm，锚杆眼的深度比锚杆杆体全长短50-100 mm。锚杆的间排距、锚杆眼施工角度及布置形式必须按作业规程规定施工。

③、钻锚杆眼孔时，旋转后不能用手触摸旋转的钻杆。

④、操作者站位应在锚杆机侧，并与锚杆机保持一定安全距离，防止钻纤折断伤人。

⑤、锚杆安装前，必须备齐锚杆配套的拱形托盘和扭矩螺母，用压风清扫眼孔浮尘。顶板锚杆的安装必须采用快速安装工艺。

⑥、安装树脂锚固剂时，要检查其性状。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。

⑦、每个眼孔内放置药卷数量，必须按作业规程规定数量施工。用锚杆将药卷推入孔底，开动凿岩机快速旋转。

⑧、打设锚杆必须坚持先顶板、后帮的支护顺序，严格按照锚杆支护技术规范执行。

⑨、放炮前钢筋网必须用旧皮带吊挂进行掩盖，掩盖距离15-20m，防止放炮损坏钢筋网。若放炮损坏钢筋网，施工队必须进行处理，金属网内的矸石必须先进行处理后再进行对接。锚杆安装好后，保证钢筋网、托盘紧贴巷道岩面。

（四）、混凝土喷射 1、准备工

（1）、检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发现问题必须立即处理。

（2）、清理喷射现场的矸石杂物，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。

（3）、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。

（4）、喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。

（5）、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。 2、喷射混凝土的工艺要求：

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（1）、喷射顺序为先拱后墙，从拱开始自下而下进行，喷射头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8～1m为宜。

（2）、人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

（3）、喷射时，喷浆机的供风压力为0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、沾着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度50～70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h。否则，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风筒，以便回弹料的收集，回弹率不得超过15%，若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量。

（2）、若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次。

（3）、一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。 （4）、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。

（5）、回弹料要及时收集，可掺入水沟里料中继续使用。

（6）、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。

（7）、喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。

（五）、喷射质量：

喷射前必须清理岩帮、清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”。 （六）支护材料每米用量：

锚杆11.25套、CK2835树脂锚杆剂22.5块、钢筋网8.07m2、水泥0.242t、石子0.373m3、砂子0.373m3。施工中备用材料不的少于2天的用量，并在工作面外100m专用料场中挂牌管理，码放整齐。

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第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、巷道施工方法：

1、巷道采用风动凿岩机打眼，三级煤矿乳化炸药配1---5段毫秒电雷管爆破，耙斗式装岩机装砂，平巷人力推车。

2、巷道施工顺序：打眼---装药、放炮---临时支护---出矸---永久支

护---安设挂钩---安设轨道 二、巷道开口施工方法：

1、施工前地测科必须提前标定开口位置，标定巷道的中、腰线，施工单位严格按线施工。

2、开口前，必须将各种管路、电缆落点，并用旧风筒、板梁掩护好。 3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。

三、锚喷施工方法

1、迎头爆破后，首先从外向里进行“敲帮问顶”处理干净危岩、活矸，再进行临时支护。

2、作业人员在有效的临时支护下从外向里、从上往下的顺序进行锚网支护。 3、迎头施工3～6m后，再对围岩进行喷浆，喷浆按照由外向里、由上而下的顺序进行先进行初喷，初喷厚度为50mm，初凝20min后，在进行复喷，复喷厚度为50mm，喷后不露钢筋网、锚杆，使喷浆厚度达到100mm。

第二节 凿岩方式

一、确定凿岩方式和凿岩机（器）具、数量等：

1、巷道均采用打眼爆破的方式掘进，打眼采用YT-28型气腿式风动凿岩机（简称风钻），工作面凿岩机配备3台，2台运用，一台备用；

2、安装锚杆时，拱部采用风动锚杆机打眼，两帮采用YT-28型气腿式风动凿岩机打眼，风源来自地面压风机房。

3、工作面配备放炮启爆时采用FD100/200型发爆器、耙斗式装岩机、锚杆机等。

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二、装载、运输及喷浆：施工中采用耙斗式装岩机装岩，翻斗矿车运输，平巷人力推车，上下山采用绞车提升，喷浆机的型号为MQT-130/2.8J型。

三、降尘方法：湿式打眼、水泡泥装药、装岩前洒水、爆破后冲刷岩帮。 四、工艺流程

掘进迎头安全检查—画出轮廓线—打眼—吹眼—装药—联线—放炮—排炮烟—临时支护—出煤矸—永久支护。

五、循环作业方式：采用“三八”制正规作业方式，两把YT—28型凿岩机打眼。

六、工作面设备配置表 序号 1 2 3 4 6 机具名称 风动凿岩机 耙斗式装岩机 矿车 发爆器 锚杆机 型号 YT-28 P-30 ED100/200 MQT-130/2.8J 数量 3 1 15 1 2 动力 风动 电动 风动 配套方式 备注 第三节 爆破作业

一、爆破条件：

1、巷道采用半圆拱断面，巷道掘进断面：为8.19㎡。

2、工作面通风方式采用型号为YBT-11局部通风机；该巷为穿层巷道，根据前段掘进巷道瓦斯涌出浓度。确定掘进瓦斯浓度为0.3%。

3、掏槽方式：工作面采用八字掏槽，共6个掏槽眼。 4、周边眼距离设计轮廓线20cm。

5、掘进炮眼深度为1.6米，循环进度1.4米，炮眼利用率为87.5%。 6、爆破采用二级煤矿乳化炸药，采用1～5段毫秒延期电雷管；每次完成一个正规循环作业时消耗炸药量为18Kg，雷管消耗量为30发。

二、爆破说明书：

每循环炮眼30个，装药量18㎏，其中：掏槽眼眼深1.6m，眼数5个，每眼装药量0.6㎏；辅助眼12个，眼深1.5m，每眼装药0.6kg，周边眼6个，眼深1.51m，每眼装药0.6kg；底眼6个，眼深1.51米，每眼装药0.6kg，水沟眼一个。

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掏槽眼、辅助眼、周边眼均采用正向连续装药，爆破材料采用二级煤矿许用乳化炸药、1～5段毫秒电雷管，启爆药卷装在第一节药卷顶部位置，雷管与所有药卷的聚能穴一致朝向眼底。连线方式为串联，采用FD200(A)多功能发爆器全断面一次连线分次启爆。

当煤层厚度、硬度发生变化时，可根据现场变化情况调整装药量和眼孔个数及布置。

三、工作面采用分次装药，分次爆破方式，全断面分为3次爆破。首先起爆掏槽眼，其余辅助、周边、底眼（含水沟眼）分次爆破，采用大串联的爆破方式。

四、放炮警戒：放炮安全直线距离不小于100m，转弯巷道不小于70米，放炮站岗警戒为：

1、距巷道开口点不足100m时，其放炮站岗警戒为：一是+935m运输石门开口点，二是主斜井防突风门进风侧。

2、巷道开口点超过100m时，其放炮站岗警戒点安设在+990m信号硐室。 3、放炮前，班组长必须亲自通知站岗人员安设警戒，警戒安设好后清点当班所有作业人员撤到放炮警戒外的安全地点，然后发出爆破指令，放炮员接到爆破指令后，才能在躲避硐室口按照放炮规定进行启爆，放完炮后由班组长通知撤除放炮警戒。

第四节 装载与运输

一、装载

1、巷道掘进施工中采用耙斗式装岩机装岩，耙斗式装岩机尾轮的固定位置应高出岩堆800mm以上，尾轮用挂钩在固定楔上，固定楔长度为600～800mm，固定楔孔深不小于800mm，眼距不小于1m。

2、耙装机固定时，除用4个卡轨器固定牢固外，还应在机身前（后）方两侧各安设一根锚固绳（直径不小于15.5mm），锚固绳绳头插接不少于2.5个捻距，锚固绳采用长度不小于800mm、插入实体深度不小于500mm的锚杆固定牢固。

3、耙装机装岩槽上方两侧必须安设封闭式护身栏杆，护身栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm，护身栏杆的高度为500mm，高出操作位置不小于300mm。封闭式档绳栏杆用钢绞线制作，两侧用U形卡子固定在护身

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栏杆上，顶部在巷道拱顶正中固定好铁丝，用铁丝固定钢绞线，拱设封闭栏杆2根。

4、耙装机距工作面迎头最大距离为40m，最小距离为6m。

5、巷道内安设耙斗式装岩机、风动凿岩机、锚杆机等设备各班使用前必须仔细检查其完好及稳固情况。耙斗式装岩机要加强对设备各部件检查，对发现损坏情况要及时打出地面进行检修。

二、运输方式：+990m运输石门采用耙斗式装岩机装岩，然后人力把1t矿车推至+990m甩车场，经调度绞车下放至主斜井下部车场，然后人力推车到副斜井下部车场，再由副斜井主提升绞车运出到地面，最后由运输队把矸石运到矸石山卸矸。

三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。 1、材料、设备运输路线

地面→副斜井→副斜井下部车场→主斜井下部车场→主斜井→+990m运输石门→掘进迎头。 2、煤矸运输路线

掘进迎头→+990m运输石门→主斜井→主斜井下部车场→副斜井下部车场→副斜井→地面。

四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：平巷人员进出，站在巷道人行道侧与物料保持1000mm的安全距离，下山提升时，严格执行“行车不行人，行人不车”的原则，在副斜井井口、各甩车场及下部落平点附近设置好醒目的“行车不行人，行人不行车”的警示牌，以提醒人们，在提升过程中信号工自发出信号后必须进入躲身硐内或安全进行躲避后方能提升。

第五节 管线及轨道铺设

一、永久压风管吊挂及托架的固定： +990m运输石门掘进时,风水管铺设在巷道前进方向的右帮，距轨面500mm，风水管采用0.35m长的废旧钢轨加工成托架，插入深度0.15m，托架间距每5m一个。托架末端必须一致，风管搁置在托架上，水管用14#铁丝固定并紧贴在托架下方，（或风水管并排设置）风水管托架也可直接采用1寸的铁管子作为托架，风水管接口必须严密，不得出现漏风、漏水现象，风水管距离工作面20m范围内使用胶管，20m外施工永久铁管，要随

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工作面及时延长，以备工作面正常用水。风水管安装时每隔50m交错安装一个三通阀门。

二、防尘供水管吊挂及托架的固定：直接在掘进施工水管上抽头，增设防尘水幕，设置高度距轨面为1.8m，防尘水管每50m设一个抽头。

三、施工时，在巷道的左帮施工深400mm，宽550mm的掘进水沟，水沟面距离巷道腰线1.4m，每次耙斗式装岩机移至迎头后，必须对水沟进行浇注，浇注后水沟宽300，深300，水沟面距离腰线1.4m，巷道水源经水沟自动流入矿井主水仓。

四、电缆、电话、数据线等：电缆钩敷设在巷道前进方向的左帮，采用四挂的电缆钩进行吊挂，通讯、监测线，应敷设在动力电缆上方0.1m以上的电缆挂钩上，缆线之间距离不小于0.05m（低压缆线）。高、低压电缆之间的距离不小于0.1m（高压电缆线之间、低压电缆之间不小于0.05m），电缆钩设置高度距轨面2.2m处，电缆钩之间间距为1-1.5m，钢铰线预埋眼子设置在左帮突出处，每4m左右设一个。要求钢铰线必须在同一平面，预埋件外露末端必须在同一垂面。电缆钩直接吊挂在钢绞线上后，电缆钩预埋件采用Φ12的园钢制作，预埋0.15m深，外露直线长5cm，并用砂浆浇灌固定在左帮上。施工过程中最好采用木楔子固定预埋件，采区回采结束后，直接回收预埋件。

五、风筒、放炮线吊挂及出口到工作面距离

风筒和放炮母线都布置在巷道右帮，风筒距迎头不得超过5 m。风筒吊挂高度距道面2m。风筒吊挂平直，逢环必挂；放炮母线不得有明接头、破口等，每次放炮前都必须对放炮母线进行检查，发现明接头、破口的必须用进行处理。

六、轨道

掘进时铺设15Kg/m的轨道，轨距为600mm，枕木规格（长×宽×厚）为1200mm×150mm×120mm，轨枕间距为（中对中）1000mm，铺设的轨道必须符合“质量标准化”中的规定，轨距误差不得大于10mm、不小于5mm；轨道间隙不得超过10mm，内外错差不得大于5mm。轨道构件必须齐全、紧固有效，道床必须经常清理，做到无杂物、浮煤、浮矸、积水。

第六节 工作面设备

序号 设备工具名称 型号规格 功率（kw） 单位 数量 备注 25

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1 2 3 4 5 局部通风机 风动锚杆机 风动凿岩机 耙斗装岩机 喷浆机 FDBNO5.6/2×15 MQT-130/2.8J YT—28 P—30 15 30 台 台 台 台 台 2 2 3 1 1 备用一台 备用一台 备用一台 第五章 生产系统 第一节 通 风

一、选择通风方式、通风设备、设施： 1、巷道施工采用局部通风机压入式通风。

2、高瓦斯区域采用双风机双电源，并实行风电、瓦斯闭锁。

3、局部通风机安设在距离+990m运输石门开口点20m以外的主斜井内巷道较宽的位置。

4、防尘设施安设两组:一组距工作面50m范围内，一组距全风压汇合处30m范围内，监测设施：安设两个甲烷传感器，工作面甲烷传感器距工作面不超过5m，回风巷甲烷传感器距全风压汇合处10m至15m范围内，附通风系统图。

5、风筒敷设方式：软质风筒吊挂式，碛头段采用铁风筒。 6、供风距离：300m

二、“三专两闭锁设施”、“双风机、双电源”，情况介绍

“三专两闭锁”：三专指掘进工作面局部通风机采用专用变压器，专用开关，专用缆线；两闭锁是工作面的风电闭锁和瓦斯电闭锁。

“双风机、双电源”自动切换是指当掘进工作面采用两台局部通风机，一台运行，一台备用，运行局部通风机实行三专电源，备用局部风机采用动力电源，掘进工作面运行局部通风机停电停风后备用局部通风机能自动开启向掘进工作面供风，此时掘进工作面的动力电源不能供电。

三、设施具体要求：

1、风筒距碛头距离不得超过5m，风筒沿巷道进入工作面方向左帮铺设，距轨面2m，不得影响行人、运输，风筒吊挂平直，逢环必挂。

2、防尘管路沿巷道进入工作面左帮，距轨面0.5m靠右帮铺设，防尘主水管每50m安设一个三通。

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3、根据?煤矿安全规程?第170条规定，甲烷传感器安置在巷道中上方，距巷道顶不大于300mm，距帮不小于200mm，现场碛头传感器的移动由安瓦员负责。

4、由于瓦斯超限切断工作面电源，必须在工作面瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工恢复工作面电源，严禁作业人员随意调高断电仪的断电浓度和关闭风电、瓦斯电闭锁。

四、掘进工作面风量计算。

1、按瓦斯和二氧化碳涌出量计算： （1）、按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×QCH4×K =100×0.3×2=60 m3/min

式中: QCH4——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取QCH4=0.3m3/min；

K ——瓦斯涌出不均衡系数，取2

（2）、按瓦斯二氧化碳涌出量计算：

Q掘 =100×QCO2×k=100×0.15×2=30 m3/min

式中 QCO2——掘进工作面二氧化碳涌出量，取0.15m3/min；

K ——二氧化碳涌出不均衡系数，取2

2、按炸药使用量计算：

Ｑ＝25A＝25×6=150 m3/min

式中 A：一次放炮的最大炸药消耗量 6Kg 3、按工作人员数量计算：

Ｑ掘＝4n=4×9=36m3/min 式中： n—人数，取9人

4、根据以上计算，确定巷道掘进工作面设计风量为：Ｑ掘=150m3/min。 五、掘进工作面风量验算：

（1）、按最低风速验算掘进工作面的最低风量：

Ｑ最低＝S×V=60×0.15×11.19=100.71m3/min

式中 V低-《煤矿安全规程》规定允许最低风速，0.15m/s

S--掘进工作面回风流最大断面

（2）、按最高风速验算掘进工作面的最大风量：

Ｑ最高＝S×V=60×4.0×6.78=1627.2m3/min

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式中 V高-《煤矿安全规程》规定允许最高风速，4m/s

S--掘进工作面回风流最小断面 Ｑ最低＜Q出＜Ｑ最高， 故符合要求。

（3）、按掘进工作面温度和炸药量验算。

掘进工作面温度和炸药量对应风量表

炸药量（kg） ＜5 5-20 ＞20 温度（℃） ＜16 16-22 23-26 ＜16 16-22 23-26 ＜16 16-22 23-26 对应风量（m/min） 340 50 60 50 60 80 60 80 100 由于+990m运输石门需炸药量为15kg，预计本掘进工作面温度为22°，根据上表对应风量取值应为60m3/min，150m3/min＞60m3/min，符合要求。

（4）、按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过 1%；其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。

100×QCH4/Q掘< ＝100%×0.3/150＝0.2%＜1% 符合要求 QCH4——掘进巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min 取值为0.3 m3/min Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min。

根据以上风量计算和风量验算结果，本掘进工作面风量为150m3/min，符合要求。

六、掘进工作面局部通风机全风压供给风量计算：

（1）、根据掘进工作面局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间的风量计算，则 Q掘2=V×S=0.15×60×6.78=61.02m3/min

Q

掘2

——掘进工作面局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间的风量

3

（以不发生循环风为原则或风速不得低于0.15m/s），m/min

V——《煤矿安全规程》规定允许最低风速，0.15m/s S——局部通风机吸入口巷道的净断面，6.78m2 （2）、根据掘进工作面风筒漏风量计算，则

Q掘3=P×L =12%×300

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=36m3/min

Q掘3――掘进工作面风筒漏风量，m3/min。 P--掘进工作面风筒百m漏风率，P取12m3/100m。 L---掘进工作面风筒长度，m

（3）、掘进工作面局部通风机全风压供给风量：

Q全＝Q掘1＋Q掘2＋Q掘3 ＝150＋61.02＋36

＝247.02m3/min（Q全取值216 m3/min）

根据以上全风压风量计算结果，确定本掘进工作面局部通风机全风压风量为247.02m3/min，

七、局部通风机选型计算 （1）、局部通风机风量的确定： Qf = Qj/Φe = 150/88% =170.46m3/min

式中：Qf——局部通风机风量，m3/min

Qj——掘进工作面需要风量，取150m3/min

Φe——风筒的有效风量率，（指风筒送往掘进工作面的出口风量与

局部通风机吸风量之比的百分数），% （2）、局部通风机风压的确定:

hft = RQfQa+Qa2/D4 = 0.0041×170.46×300+（300）2/0.6 = 150209Pa 式中：hft——局部通风机工作全压，Pa；

R——风筒风阻，风筒直径为600mm时，取0.0041N·S2/m8； Qf——局部通风机（吸）风量，取170.46 m3/min； Qa——掘进工作面需要风量（风筒出口风量），取150m3/s； D4——风筒出口直径，取0.6m。

根据以上计算结果和验算结果综合矿上现有生产设备，巷道掘进选用FBDNo.5.6/2×15型轴流式局部通风机，风筒直径为600mm,其吸入风量为250-395m3/min；根据质量标准化要求及考虑安全设置双风机、双电源。

最低风速V=Q/60/Smax=250÷60÷11.19=0.37m/s>0.25 m/s 最高风速V=Q/60/ Smin =395÷60÷6.78=0.97m/s<4 m/s

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风速验算符合《煤矿安全规程》的规定 八、通风线路：

主斜井→+990m甩车场→+990m运输石门→+990m运输石门迎头。

第二节 压 风

一、确定压风方式

工作面动力压风由地面压风机房固定压风机供给动力风。 二、进行总需风量计算和选取 1、 风量计算

总耗风量应按下公式计算：

Q?????nkq=1.20×1.15×1×2×0.9×3.48=8.65m3/m

3

式中：Q——总耗风量，m/min;

?——管路漏风系数，取1.20；

?——风动机械磨损增加的系数，宜为1.10～1.15，取1.15；

?——高原修正系数，海拔每增加100m，系数增加1%；取1.0 N——同型号风动工具使用系数，台；取2 K——凿岩机、风镐同时使用系数，取0.90 q——风动工具耗风量，取3.48m3/min;

2、 风量选取

按备用风量为设计风量的20%选取，通过计算，工作面风量应不小于10.38 m3/min。

三、压风系统

压风机安装在地面压风机房，供风路线为：地面→副斜井→副斜井下部车场→935运输石门→935运输石门迎头。

第三节 瓦斯防治

一、地面永久抽放泵站安装2台2BEA-253-0BG3A、1台2BEA-253-0BG3B、1台2BEA-253-0BG3C，2台使用，2台备用。瓦斯抽放主管路采用直径为320mm的PVC管或者钢管沿回风斜井入井，在采用直径为273mm的钢管经过区段回风石门进入平巷。

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二、区域预测

1、采用钻屑指标法测定K1值进行区域预测，当K1≥0.5ml/g.min1/2时，区域防突措施无效，必须采区局部防突措施，直到防突措施效果有效后，即K1＜0.5ml/g.min1/2时，才能采取安全防护措施进行掘进作业。

2、措施效果检验时，在工作面迎头施工4个验证孔，一个布置在巷道中线方向、一个布置在巷道的上方，其余布置在巷道的左右两侧，钻孔保证控制石门前进中线方向、轮廓线外0—2m和轮廓线附近。钻孔每掘进1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解析指标。根据每隔钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和K1值预测突出危险性。

钻屑指标法预测煤层突出危险性临界值

最大钻屑量 Kg/m ≥6 ＜6 L/m ≥5.4 ＜5.4 K1 Ml/(g.min) ≥0.5 ＜0.5 1/2危险性 突出危险工作面 突出危险工作面 3、当预测为无突出危险时，每预测循环都应留有3m的预测超前距。 三、综合防突措施

1、掘进迎头距离煤层法线还有10m时，停止工作面的掘进作业，在迎头中线方向以及距离起拱线200mm的中线上以+25o的垂直角往掘进方向使用2个地质钻孔，以掌握煤层的赋存条件、地质构造、瓦斯等情况。

2、当工作面距离煤层法线距离5m时，停止迎头的掘进，抽放队采用750型液压钻机配合水进行抽放钻孔的施工，抽放钻孔控制巷道拱顶线外20m，左右帮15m，底板10m范围内，抽放钻孔施工不得少于40个，终孔间距为3m，每个钻孔必须穿入煤层顶板1m。

3、 每施工完一个钻孔必须立即进行封孔并连接到主管路上进行抽放，抽放时保证孔口抽采负压不得小于13KPa。

四、工作面施工时，必须在迎头悬挂便携式瓦斯检查仪，瓦斯超限时必须立即停止作业进行处理，只有瓦斯浓度低于0.8%时才允许恢复作业。

五、所有入井人员都必须携带自救器，值班队长、瓦斯检查员、值班电钳工等管理人员必须携带便携式瓦斯检查仪。

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六、巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

七、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可通电开启。

八、巷道回风流中二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

九、局部通风机因故停止运转，该巷所有人员必须立即撤至进风流巷道中，并在该巷入口处设置栅栏。恢复局部通风机通风时，要根据停风时间及该巷内的瓦斯浓度按本矿相关文件之规定执行。

十、瓦斯报警时处理程序：瓦斯超限报警时，必须严格按《煤矿安全规程》相关规定处理，当瓦斯超限浓度达到3%及以上时，必须由救护队组织进行排放。

十一、监测监控系统布置

工作面必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置，风电闭锁装置安设在935运输石门开口点以里巷道较宽的位置，工作面必须安装瓦斯传感器，传感器分别设在距迎头小于4 m 的风筒出口对面和935运输石门距回风口10～15 m的回风流中。传感器安置在巷道中上方，距顶板不大于300 mm、距帮不小于200 mm。

十二、瓦斯检查及瓦斯安全检查员履职管理 1、瓦斯检查

瓦斯安全检查员必须执行巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每班检查不少于三次，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知当班班长。

2、 瓦斯安全检查员履职管理

（1）、瓦斯安全检查员必须经过专门机构培训合格，持有效证件上岗； （2）、瓦斯安全检查员必须坚持手上交接班制度，巡回检查瓦斯，不得空班漏检和假检，加强工作面的瓦斯检查，瓦斯超过1%严禁作业；

（3）、瓦斯安全检查员负责风筒的接续和修补，保证风筒完好，逢环必挂，吊挂平、直，距迎头距离不得超过5m；

（4）、瓦斯安全检查员负责迎头甲烷传感器移设； （5）、负责局部通风机的管理；

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（6）、当瓦斯浓度超限时，瓦斯安全检查员有权责令现场工作人员停止工作，沿避灾路线撤到安全地点，并及时向综合调度室汇报；

（7）、严格执行矿瓦斯安全检查员管理和《煤矿安全规程》等规定要求。

第四节 综合防尘管路

一、防尘水及管路系统：

1、防尘水源来自风井地面高位水池，水量估计300 m3/h，水压不小于1 MPa。 2、工作面防尘管采用Φ40mm的钢管作为防尘水管，碛头段采用高压胶软管输水。

3、防尘管路路线：

风井地面水池→副斜井→副斜井联络巷→主斜井→+990m甩车场→+990m运输石门→+990m运输石门迎头

二、净化风流：工作面安设防尘供水管路，巷道内每隔100米安设一组支管和阀门，以供冲洗巷道使用，防尘水管和压风管要交错50米布置；每组防尘喷嘴不得少于3个，每个喷嘴洒水时要成雾状，并能将全断面净化。

三、隔爆水袋：在工作面开口处向内50-75m处和距离工作面碛头60-200m处分别布置一组隔爆水袋，每组隔爆水袋总水量不得少于1450L，隔爆水棚的排间距为1.2m—3.0m，隔爆水棚的棚区长度不得小于30m。

四、湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水： 1、湿式钻眼：坚持湿式打眼，做到无水不作业，打眼时先开水后开风，临时关风不关水。

2、放炮时坚持使用水炮泥，施行放炮喷雾。

3、冲洗岩帮，洒水降尘，放炮后冲洗碛头后20米以内的巷道帮壁，全部喷湿后方可装岩。

4、加强通风排尘，搞好作业地点的局部通风管理，保证工作面有足够的风量和一定的风速。

五、个体防护：加强个体防护，作业人员必须带好防尘口罩。

第五节 防灭火

一、邻近巷道火区情况

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根据揭露的邻近巷道地质资料和煤炭鉴定结果分析，该区域内煤的自燃发火倾向属Ⅱ级（自燃煤层），对掘进有一定的影响。

二、防火

1、严格执行上级和集团公司有关防灭火的规定。

2、每月对地面和井下消防灭火管路、设施等器材进行一次检查，不合格的消防水管、设施等器材必须及时处理或更换。

3、各采掘工作面的防尘管路与工作面距离不得超过30m，并用胶管把水送至掘进工作面,高位水池必须经常保持有足够的防尘、消防用水。

4、电钳工必须加强电气设备及电缆完好情况的检查，并做到班班有记录，杜绝电气失爆。井下所有设备均采用防爆或安全火花型电气设备，性能完好，各种保护系统齐全，电缆必须使用不延燃电缆。井下电缆悬挂整齐，悬挂高度符合要求，电缆绝缘良好，严防电气着火燃烧。

5、严禁井口房、抽风机房附近20m内有烟火或用火炉取暖，井下严禁使用灯炮取暖和使用电炉。

6、井下和井口房内不得从事电焊、气焊、和喷灯焊接等工作；如果在井下主要硐室、主要进风巷和井口房内从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定专门的安全技术措施。

7、井口严禁吸烟和携带烟草及点火物品下井，井下使用的油类、棉纱、布头、纸张和剩余的油类都必须派专人运出地面处理，严禁在井下乱丢乱放。

8、加强矿井摩擦火灾的预防，在风量较小的巷道内要避免金属撞击、金属摩擦火花产生，同时要加强通风、瓦斯检查。

9、井下所有电气设备均实行“三专两闭锁”，严禁在井下敲打、拆卸矿灯及电气设备，严禁带电检修。

10、井下清洗风动工具必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。

11、放炮时用好水炮泥，放炮母线用不导电的材料悬挂在风筒下方，与电缆设在不同侧，若在同侧时与其它导电体必须间隔0.3m以上，放炮线严禁有明接头。

12、因电气引起的火，要及时切断电源，并用砂子或干粉灭火器灭火。非电气引起的火，可采取防尘水灭火或干粉灭火器灭火。灭火时缩小供风量并保证风

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流稳定，明火扑灭后应加强通风降温除烟，防止热量集聚再生火种，当火灾严重无法直接灭火时，应立即封闭火区，封闭的火区未经现场勘测和无相应措施严禁启封，并立即报告矿调度室。

13、消防供水管道系统与防尘水系统一致，且每隔50m设置一个抽头（三通），发生火灾时直接接塑料胶管进行灭火，防灭火器材存放在耙斗式装岩机后面40m处，灭火器随耙矸机移动而向前移动。

14、严禁在井下采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间，碛头附近严禁堆放易燃性材料、严禁在井下存放易爆性物品。

15、井下使用的煤油、变压器油必须装入盖严的铁桶内，并有专人押运至使用地点，剩余的必须及时运出地面，严禁在井下存放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

16、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油桶内，并有专人定期送到地面处理。

三、灭火

1、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告综合调度室，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。

2、矿值班调度和在现场的队、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点的人员沿避灾路线撤离或就近妥善避灾，并组织人员灭火。

3、电气设备着火时，应首先切断电源；在切断电源前，只准使用灭电气火灾的灭火器材进行灭火。

4、灭火过程中必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有毒有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒窒息的安全技术措施。

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第六节 安全监控

1、工作面甲烷传感器超限报警浓度设置为CH4≥0.8%，断电浓度为CH4≥1.3%，复电浓度CH4＜0.8%，断电范围为掘进工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。

2、回风巷甲烷传感器超限报警浓度设置为CH4≥0.8%，断电浓度为CH4≥0.8%，复电浓度CH4＜0.8%，断电范围为掘进工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。

3、进行爆破作业时，必须严格按照“一炮三检”和“三人连锁”制度执行，并做好记录，瓦斯检查员按照规定填写好“一炮三检”牌板。

4、根据《煤矿安全规程》规定：流动电钳工、安全监测工和班组长以上管理人员入井必须携带便携式甲烷检测报警仪，便携式甲烷检测报警仪报警浓度为1.0%。

5、安全监控设备每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试。瓦斯检查工必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，如有故障要立即向矿调度室、通风值班室汇报。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须制定安全措施。

6、矿井必须按照国家有关规定完善并正确使用好监测监控系统，严禁监测监控系统带病生产。

第七节 供 电

一、选择电压等级、供电方式、防爆设备选型：

1、工作面设备供电由地面变电所供给，采用中性点不接地系统，电压等级为660V。

2、根据《煤矿安全规程》和《井工设备淘汰目录》及设备额定电流对低压启动开关选用真空型防爆开关；

3、工作面选用设备开关：

（1）、局扇启动开关选用QBZ—2×80SF （2）、耙岩机启动开关选用QBZ—80 （3）、调度绞车启动开关选用QBZ—80 （4）、喷浆机开关选用QBZ—80

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二、负荷统计： 序号 设备名称 1 装岩机 设备容量 设备 额定电压 额定电流 （KW) 台数 （V） 17 1 2 1 1 1 660 660 127 660 660 （A） 34 22.6 11 安装地点 +990m运输石门 主斜井 主斜井 主斜井 +990m运输石门 备 注 2 局部通风机 2×15 3 4 5 照明综保 调度绞车 喷浆机 1.2 25 5.5 三、低压电缆选择

1、电缆长度确定,根据巷道长度,电缆长度为： Ls=1.1L=1.1×（584+250+650）=1632.4m

（1）迎头电缆：地面变电所至矿井水泵房配电点馈电开关电缆长度为584m，水泵房配电点馈电开关至迎头馈电开关的长度为250m。

（2）局扇电缆：地面变电所至主斜井下部车场局扇处的电缆长度为650m。 （3）其它电缆：各设备连接电缆为5m。 2、按机械强度和负荷电流选择低压电缆截面积。

迎头动力电缆选用50mm2，瓦斯电闭锁、风电闭锁选用2.5mm2，局部通风机动力电缆选用25mm2。各设备连接电缆选用35mm2。

第八节 排 水

一、预测工作面最大涌水量：根据地质说明书提供的依据及揭露巷道分析，在掘进过程中巷道有少量滴渗水，预计最大渗水量8 m3/d。

二、工作面采用水沟自动流入主水仓，主水仓经水泵房水泵把水排出地面，掘进时在巷道前进方向的右帮施工宽500mm，深度400mm的水沟，随着耙斗式装岩机前移，必须对掘进水沟进行浇注，浇注后水沟的净断面为300mm×300mm，水沟面距离腰线为1.3m。

三、水沟排水路线为：+990m运输石门→+990m主斜井甩车场→主斜井→主斜井下部车场→矿井主水仓→经水泵房水泵抽出地面。

第九节 运 输

一、煤矸、材料、设备运输方式

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1、煤矸运输方式：装岩机装煤矸至矿车，人工推车至+990m主斜井甩车场，经主斜井调度绞车下放到主斜井下部车场，然后人工推至副斜井下部车场，再由副斜井主提升绞车拉出地面，最后有运输队把矿车推至矸石山翻车。

2、材料、设备运输方式：材料与设备装入矿车或专用材料车，通过人工推车至副斜井上部车场，然后由绞车下方至副斜井下部车场，再由施工队人工推车至主斜井下部车场后由主斜井调度绞车提升至+990m主斜井甩车场，最后有施工队人工推车至施工迎头。

二、运输路线

1、材料与设备运输路线：

地面→副斜井→副斜井下部车场→主斜井下部车场→主斜井→+990m甩车场→+990m运输石门→+990m运输石门迎头。

2、煤（矸）运输路线：

煤（矸）：+990m运输石门迎头→+990m运输石门→+990m主斜井甩车场→主斜井→主斜井下部车场→副斜井下部车场→副斜井→地面→矸石山。

第十节 照明、通信和信号

一、在+990m运输石门开口点的信号硐室内安装一台矿用防爆电话，电话能够直接与矿调度室、地面通风机房、地面压风机房等矿区内电话进行联系。

二、工作面采用耙斗式装岩机进行装载时，装载机距离工作面迎头段严禁有人员。

三、必须在耙斗式装岩机与调度绞车巷道内距离轨面2m的位置安装照明灯。 四、调度绞车必须有灵敏、可靠的声光信号，信号不可靠严禁作业。

第六章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

全天采用“三、八”作业制，各班在劳动组合上要求新老兼备，综合作业，每班至少要有三名技术全面、经验丰富、责任心强的老工人担任正、副班长，负责当班的安全、生产、质量工作。 序号 班次 工种 在册人数 Ⅰ Ⅱ Ⅲ 合计 出勤人数 备注 38

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1 2 3 4 5 6 7 8 打眼、放炮工 出矸（煤）工 绞车司机 推车工 挂钩工 辅助工 组长 合计 30 4（兼） 4（兼） 4（兼） 1 1 1 1 1 1 12（兼） 3 3 6（兼） 3 3 3 24 2（兼） 2（兼） 2（兼） 1 1 1 8 1 1 1 8 1 1 1 8 第二节 循环作业

该工作面布置于煤层中，采用风钻湿式打眼、放炮落岩、人工装岩、人工推车和绞车提升的施工工艺方式，每班完成一个循环，循环进尺为1.4米，全天采用“三、八”作业制，全天进尺为4.2米 正规循环图 工序 顺序 1 2 工序 名称 交接班、安检 打眼 所需 时间 10 110 7 8 早班 中班 夜班 循 环 作 业 时 间 备注 9 10 11 12 13 14 15-22 23-6 同 前 同 前 3 吹眼装药、爆破 60 4 5 6 7 8 爆破通风 安检、防尘 装矸、运输 锚杆支护 质量自检 35 10 120 125 10 第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标表

序 号

项 目 单 位 39

指 标 备 注 贵州省水城县红岩乡安平煤业 +990m运输石门掘进作业规程

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 巷道设计长度 巷道掘进断面积 巷道净断面积 在册人数 出勤人数 出勤率 循环进度 日进尺 月进尺 炸药消耗 雷管消耗 坑木消耗 顶锚杆消耗 帮锚杆消耗 m m2 m2 人 人 % m m m kg/m 发/m 根/m 根/m 根/m 167.76 8.19 6.78 30 24 80 1.4 4.2 105 12.85 21.42 1.25 6.25 7.5 第七章 安全技术措施

第一节 一通三防安全技术措施

一、掘进通风措施

1、局部通风机的安装和风筒铺设不得影响行人和运输，局部通风机必须由指定的专人负责管理，保证正常运转。

2、 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m的全风压供风的新鲜风流中；该处的供风量必须大于局部通风机的吸入风量。局部通风机不得出现循环风，并保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的最低风速不得小于0.15 m/s，碛头出风口风量不得低于150m3/min。

3、 工作面通风必须安装“双风机、双电源”，保证主运局部通风机停止运行后，副运局部通风机能够立即自动启动向工作面供风；工作面必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内所有非本质安全型电气设备的电源。使用两台局部通风机供风时，两台局部通风机都必须实现风电闭锁，两台风机都必须按“三专”

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