110702运输底板抽放巷作业规程1

编号：

赫章县德卓乡德卓煤矿

掘进工作面作业规程

工作面名称： 110702运输底板抽放巷 编 制 人： 高 建 军 队 长： 赖 思 泼 施工单位： 掘 进 一 队 批 准 人： 周 波 编制日期: 2012 年 6 月 9 日 执行日期: 2012 年 6 月 15 日

目 录

矿审批意见

作业规程学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概况

第一节 概述 第二节 编写依据

第二章 地面相对位臵及地质水文情况

第一节 地面相对位臵及邻近采区开采情况 第二节 煤（岩）层赋存特征 第三节 地质构造 第四节 水文地质

第三章 巷道布臵及支护说明

第一节 巷道布臵 第二节 支护设计 第三节 支护工艺 第四章 施工工艺

第一节 施工方法 第二节 凿岩方式 第三节 爆破作业

第四节 装、运岩（煤）方式 第五节 管线及轨道敷设 第六节 设备及工具配备

第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织 第二节 循环作业

第三节 主要技术经济指标

第六章 生产系统

第一节 通风系统 第二节 压风系统 第三节 防尘系统 第四节 防灭火

第五节 安全监测系统 第六节 供电系统 第七节 排水系统 第八节 运输系统 第九节 通讯系统

第七章 灾害预防及避灾路线 第八章 安全技术措施

第一节 施工准备

第二节 “一通三防”管理 第三节 顶板管理 第四节 爆破管理 第五节 防治水管理 第六节 机电管理 第七节 运输管理

第八节 打锚索绗架措施 第九节 其它

第十节 特殊措施

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编 审 单 位 签 字 编 制 人：

年 月 日

施工负责人： 年 月 日

审 查 人：

年 月 日 生产技术部 ： 年 月 日

通 防 副 总： 年 月 日

机 运 副 总： 年 月 日

掘 进 副 总： 年 月 日 总 工 助 理： 年 月 日 安 监 处 ： 年 月 日

生产矿长： 年 月 日

总工程师： 年 月 日

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审 查 意 见

审查单位意见：

会 审 意 见

会审时间地点： 参加人员： 会审意见：

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矿总工程师意见：

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作业规程学习和考试记录

负责人： 传达人： 传达时间: 贯彻 时间 听传达人 签字 贯彻时间 听传达人 签字 年 月 日 姓 名 成绩 年 月 日 姓 名 成绩

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作业规程复查记录

作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 一、存在主要问题： 二、处理意见：

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110702运输底板抽放巷施工安全风险预评价 第一章 工程概述

110702运输底板巷：该巷道位于+1927水平；对口为首采工作面110701，巷道布臵在M9煤层底板20m处，属专用瓦斯抽放巷。

巷道开门处为全岩，顶部为粉砂岩，依次穿过粉砂岩、细砂岩、粉沙岩。

第二章 技术风险评价

第一节 水

一、危险因素辩识

直接充水含水层为上二叠统宣威群第四段的泥砂岩及细砂岩，在我矿以前的老窑开采过程中从未直接揭露过该地层，顶部淋水多为M7、M9煤层的底板裂隙水。含水性质属脉状裂隙承压水，主要靠大气降水补给；井田内各大断层在煤7、煤9中均有巷道揭露，断层含水导水性小，因此本掘进工作面水文地质条件中等，预计巷道仅有轻微淋水，对掘进影响不大。

二、危险、有害因素分析评价

1、无专用排水管路，迎头积水无法及时排出，造成积水淹迎头。 2、排水泵损坏，无备用水泵，容易造成迎头积水，造成淹迎头事故。 三、可能发生的事故及程度

110702运输底板抽放巷有可能发生积水事故，积水冲刷大量浮矸淤泥积于巷道迎头，造成工作面被迫停掘。

四、安全对策措施： 1、防止积水淹迎头措施 ⑴及时敷设专用排水管路。

⑵对迎头排水设备加大排查、检修力度，备用排水设备必须配备齐全。 ⑶每班安排专人采用风泵抽排积水。 五、风险结论

通过对危险因素分析，严格按照制定的防范措施施工，能够预防和控制水害事故发生。

第二节 火

一、危险因素辩识

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巷道开门处为全岩，顶部粉砂泥岩。 二、危险、有害因素分析评价

根据煤层自然发火的机理进行分析，存在的危险因素有：⑴工作面供风距离长，煤层埋藏深,巷道温度高,煤体热量不易散发。⑵巷道掘进后，后部巷道上帮有凹凸、坠网现象，形成网兜。（3）通风设施管理不善。（4）监测不及时。（5）洒水防火不及时。（6）托顶煤段不采取封闭措施。

据煤层自然发火机理分析，该工程施工时不受自然发火的威胁，但是为了防范于未然，必须把可能发生最坏的情况加以估计 三、可能发生的事故及程度

可能发生的事故是内因火灾，出现内因火灾事故时，轻则引起煤层自然发火，重则造成人员伤亡，甚至引发瓦斯、煤尘爆炸等重大事故。

四、安全对策措施：

1、每班安排专人洒水防尘，降低巷道温度。

2、迎头施工时，严格掌握巷道施工质量，发现凹、凸坠网现象及时处理。 3、加强通风设施管理，风筒不能有破口、脱节、挤压现象，提高迎头风量。 4、及时对巷道内空气温度及气体浓度进行监测，发现空气温度、气体浓度超过规定时，及时处理。

五、评价结论

通过分析评价，严格按照制定的防范措施施工，是能够预防和控制煤层自燃事故发生的。

第三节 瓦斯

一、危险因素辩识

根据近二年的瓦斯鉴定的结果，该M7、M9煤层二氧化碳相对涌出量一般为0.89m3/t，沼气相对涌出量为0.29m3/t，局部瓦斯涌出正常，因此，该巷道掘进时，不受瓦斯事故威胁。

二、危险、有害因素分析评价

1、造成瓦斯超限的危险、有害因素分析

⑴风机功率小，掘进时工作面风量不足，引起迎头瓦斯超限。 ⑵风筒距迎头距离超规定，引起迎头瓦斯超限。 ⑶风机停风，引起瓦斯超限。

2、产生高温火源的危险、有害因素分析 ⑴迎头放炮时，产生火花。

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⑵电器失爆、电缆盘曲发热容易引起电器设备着火。 ⑶井下其它明火。

三、可能发生的事故及程度

当瓦斯浓度很高时，会引起人员窒息。瓦斯与空气混合达一定浓度后，遇火能燃烧、爆炸；窒息事故一般范围不大，若救助及时，一般不至于发生人员死亡，为一般安全生产事故；瓦斯爆炸事故会产生高温高压，造成人员伤亡，破坏巷道及设备设施，扬起大量煤尘并使之参与事故，产生更大的破坏力，一般为重大或特别重大安全生产事故。

四、安全对策措施： 1、防止瓦斯积聚措施

⑴加强通风管理，采用2×15KW风机，确保掘进工作面风量满足《煤矿安全规程》规定要求，杜绝瓦斯积聚。

⑵加强瓦斯管理，迎头按规定悬挂便携式瓦斯报警仪。 ⑶加强通风设施的管理。

⑷严格执行瓦斯检查制度和交接班制度，坚持使用瓦斯智能循检系统，提高瓦斯检查质量，杜绝瓦斯检查空班漏检现象的发生。

⑸加强对工作面瓦斯监测，在迎头安装瓦斯传感器，安设位臵、功能符合规定，并按规定时间进行标校。

2、防止引爆火源措施

⑴提高矿用电器设备的防爆性能。

⑵加强电器设备的管理，避免出现防爆电器设备失效和明接头等问题的出现。 ⑶选用非着火性能轻金属等材料避免产生危险的磨擦火花。 ⑷电缆等常用的非金属材料必须具有抗静电、阻燃等安全性能。 ⑸加强放炮管理，严格执行定炮封泥和坚持使用水炮泥。 五、评价结论

通过分析评价，严格按照防范措施施工，是能够预防和控制瓦斯事故发生的。

第四节 煤 尘

一、危险因素辩识

M7、M9层煤煤尘爆炸指数，根据《德卓煤矿2009年专篇设计》7#、9#煤层未作煤尘爆炸危险性鉴定报告，设计按有爆炸危险性进行设计和管理。有强爆炸危险。因此，掘进时，受煤尘事故的威胁。

二、危险、有害因素分析评价

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人，矿长1人，技术员2人，机电矿长1人，生产副矿长1人。其中由3人是采矿专业中专以上学历，助理工程师以上职称，全部经过二级培训机构培训合格后持有安全管理资格证上岗；队、班、组长和安全质量验收员配备齐全，全部经过安监部门培训合格后持有安全操作资格证上岗。

第二节 管理制度

施工单位建立健全了规定的各项管理制度，并严格执行。

第三节 规程措施贯彻执行

施工单位能够作到规程措施按规定进行传达签字考试，并严格按照规程措施规定组织施工。

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管 理 风 险 评 价 表 项目 检查标准 检查结果 管理人员设臵符合规定 管理人员经过培训考核合格持证上岗 工程技术人员满足要求职称符合规定 安全质量检查验收人员配备符合要求，做到持证上岗 班组长设臵符合规定 是 是 是 是 是 备注 考核台帐建立不全 组织机构 管 理 制 度 规 程 措 施 -

建立健全区队各类人员岗位责任制及考核细则 健全区队各类会议制度 建立联责联保制度 建立定臵化管理制度 经济分配制度要侧重对安全质量考核 区队教育培训制度符合规定 建立隐患排查治理制度 实行精细化管理 建立交接班制度 制定事故分析追究制度 制定安全质量验收制度 建立24小时值班制度 建立其他内部管理制度 规程措施按规定传达签字 严格按照规程措施规定组织施工 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 是 执行不好 执行不好 16

通过对施工单位管理进行检查看，组织机构健全，各项制度建立完善，规程措施能够得到落实，能够满足防止各类事故发生的要求，但也存在个别不符合规定的管理不足，需要进一步抓好落实。

第四章 施工人员素质评价

110702运输底板抽放巷施工单位为掘进一队，共有职工26名。

人 员 素 质 评 价 表

序检查项目 号 职工的安全教育时间符合规定，效果达到要求 职工的安全知识培训时间符合规定，效果达到要求 职工的业务知识学习时间符合规定，效果是 达到要求 职工的危险源辩识、隐患排查能力能够达到规定 是 学习的效果 还没有达到自觉是 结 果 是 安全意识还不是很强 检查备注 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10

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职工的正规操作能力符合要求 职工的处理隐患、事故的能力符合要求 新工人所占比例符合要求 特殊工种经培训合格后持证上岗 职工的文化程度符合要求 团队合作精神好 是 是 是 是 是 是 17

通过对施工单位职工素质进行检查看，全部按照规定进行了进行安全培训、安全教育，进行了安全知识学习及培训，安全意识和防范能力不断提高，所有特殊工种全部经过安监部门培训合格后持有安全操作资格证上岗，工人队伍素质较高。能够满足防止各类事故发生的要求，但也存在个别不符合规定的不足，需要进一步抓好落实。

第一章 概 况 第一节 概 述

一、巷道名称

本《作业规程》适用于掘进的巷道名称为110702运输底板抽放巷。 二、巷道位臵

110702运输底板巷：该巷道位于+1927水平；对口为首采工作面110701，巷道布臵在M9煤层底板20m处，属专用瓦斯抽放巷。

巷道开门处为全岩，顶部为粉砂岩，依次穿过粉砂岩、细砂岩、粉沙岩。 三、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为抽放110702运输巷掘进瓦斯、安装瓦斯抽放管路的需要，属专用瓦斯抽放巷。

四、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度：100m。 服务年限：2年。 五、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2012年6月份开工，预计2012年8月份竣工。

第二节 编写依据

一、工程设计说明书及批准时间

110702运输底板抽放巷为2012年开采方案设计，经贵州煤监局行文批准。 二、110702运输底板抽放巷掘进地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《110702运输底板抽放巷掘进地质说明书》，批准时间为2012年。

三、矿压观测资料

734运输巷布臵在3层煤顶板中,根据733运输巷矿压观测资料,482天时间水平移进量为207mm,垂直移进量为351mm，顶板下沉量28mm，底板底臌量323mm；三层煤顶板岩石性脆易碎。 734运输巷顶板按四类管理。尤其是遇地质构造时,会造成岩石破碎,施工过程中,应加强支护。

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第二章 地面相对位臵及地质水文情况

第一节 地面相对位臵及邻近采区开采情况

地面相对位臵及邻近采区开采情况表 表一

水平名称 地面标高（m） +1927水平 +2250 ～ +2030m 采区名称 巷道井下标高 一采区 +1927.3m 该巷道地面对应位臵为：该巷道对应地面无公路、铁路、地面的相对 位臵及建筑物 学校、村庄、河流、水库、林木，全属山地、田野，地表老窑较多，有积水。 该巷道位于+1927水平前一采区；开门处为地质构造带，顶板破碎，有淋水，但对地面设施无影响。 井下位臵及 掘进对地面 设施的影响 邻近采区 开采情况 四周为未开采区。 矿区内地层为单斜，总体倾向为SE，中部略呈向SE突出的弧形，倾角为5°～49°，一般13～19°。 总体为北西部地层倾角较小，南东部倾角较大。 地层走向

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、层间距

该巷道开门处为全岩，顶板粉砂岩，底板为深灰色粉砂岩或粘土岩，钙质或泥质胶结缓波状层理，致密性脆，厚2.4米，f=3；基本底为中砂岩，钙质胶结，中厚层状，不易冒落，缓波状层理，坚硬稳固。 顶、底 板 岩 性 特 征 表 表二 顶底板 名 称 直接顶-

岩 石 名 称 粉砂岩 厚 度 （m） 4 岩 性 特 征 顶板为灰色粉砂岩或细砂岩，灰～深灰色，层19

部 理节理发育，钙质胶结，致密性脆，0.91～8.74米，平均厚度6米，f=3～4。 直接底 粉砂岩 1.1 底板为深灰色粉砂岩或粘土岩，钙质或泥质胶结，缓波状层理，致密性脆，厚4米，f=3。 钙质胶结，中厚层状，不易冒落，缓波状层理，坚硬稳固，厚9米，f=4-5。 基本底 中砂岩 2.4 附图1：110702运输底板抽放巷煤岩层综合柱状图

第 三 节 地 质 构 造

该巷道附近岩层为单斜构造，属德卓向斜北西翼中段，德卓向斜为一北东向的区域性向斜，其间发育的断层亦以北东向为主，其北西翼地层的倾角为5°～60°，地层倾角变化较大。

德卓煤矿区内地层为单斜，总体倾向为SE，中部略呈向SE突出的弧形，倾角为5°～49°，一般13～19°。总体为北西部地层倾角较小，南东部倾角较大。

区内地层总体为一单斜，其走向及倾角有一定变化幅度，断层发育较少，规模不大，构造复杂程度为简单。

第四节 水文地质

一、水文情况： 本区水系属长江流域金沙江水系，在区域上处于大关河支流上游的补给区地带，在矿区北西部有德卓河自东往西流过，德卓河流至云南省后汇入大关河支流上游的洛泽河，其流量枯季较小，雨季流量较大。

区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，本区水文地质类型属裂溶含水层充水为主的中等类型。粘土及钙质胶结，裂隙较发育。目前该层进入矿井的总水量在1.0－2.5m3/min，含水性质属脉状裂隙承压水，主要靠大气降水补给；井田内各大断层在煤煤7、煤9中均有巷道揭露，既含水也导水，但水量较小。因此本掘进工作面水文地质条件中等，预计巷道仅有轻微淋水，对掘进影响不大。 区域水文地质概况

1、区域水文地质概况

本区水系属长江流域金沙江水系，在区域上处于大关河支流上游的补给区地带，在矿区北西部有德卓河自东往西流过，德卓河流至云南省后汇入大关河支流上游的洛泽河，其流量枯季较小，雨季流量较大。

矿区主要为侵蚀—剥蚀的高中山地貌，地形较陡，相对高差较大，矿区内最高海拔

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点标高+2250m；矿区内最低海拔标高约+2030m，最大高差约220m左右。矿区内出露地层为下三叠统飞仙关组（T1f）及上二叠统宣威组（P3x）地层；矿区总体地形多为山峦斜坡及陡崖，其间发育一系列规模较小的冲沟，坡度一般6-15°，含煤地层植被发育，矿区内山上大部分都有松树覆盖。

区内地表水系不发育，仅有小的冲沟，枯季流量小或无水，雨季形成溪流，流量受大气降水控制。区内沟谷发育，且基本为季节性冲沟，大多枯季水量较小或干涸，雨季流量暴涨。

矿区地下水主要以大气降水补给为主，补给途经为岩石节理，裂隙岩溶洼地，落水洞等，地下水总体上由东向西迳流，地表水多排泄于德卓河，少量地下水在地势低洼处以泉的形式就地排泄。

2、矿区水文地质条件

德卓煤矿区内地层为单斜，总体倾向为SE，中部略呈向SE突出的弧形，倾角为5°～49°，一般13～19°。总体为北西部地层倾角较小，南东部倾角较大。本区及邻近出露的地层为三叠系下统飞仙关组（T1f ）、二叠系上统宣威组(P3x)、峨眉山玄武岩组(P3β)及第四系残坡积物，

A、二叠系上统(P3)

峨嵋山玄武岩组（P3β）： 主要岩性为灰绿色、暗灰绿色、深灰色凝灰岩、玄武岩及拉斑玄武岩，中夹薄层状深灰色粉砂质泥岩及泥质粉砂岩，杏仁状结构，具气孔构造，含火山灰成分，顶部为深灰色凝灰岩，偶产极少量动物化石。为含煤地层的沉积基底，具体厚度不详，本组岩石致密，裂隙不发育，含少量基岩裂隙水，富水性弱，为弱含水层。

宣威组(P3x)：该区宣威组为一套若干冲积层序叠臵的陆相碎屑岩含煤沉积，出露于井田西北部，盛产植物化石，其岩性为灰、浅灰夹深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩，时夹含砾砂岩或砾岩层，砂岩中均含有较多玄武质岩屑。厚度一般为185m。地表水不发育，据钻孔简易水文地质观测资料，钻进中冲洗液消耗量基本不消耗，钻孔水位随深度增加而增加。

本组岩石致密，裂隙不发育，含少量基岩裂隙水，富水性弱。为弱含水层。 B、三叠系下统飞仙关组（T1f）

呈宽条带状出露于区中及南部，在反向坡多形成陡壁，顺向坡形成30～40度的斜坡。区内飞仙关组地层一般分为上下2段，岩性主要由灰绿色粉砂质泥岩及泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩组成，薄至中厚层状，水平层理及透镜状层理，底部偶夹泥质灰岩薄层，

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厚度一般大于230m。在区内本层段有2个泉点出露，泉水水量共约1.57l/s，本组岩层裂隙不发育，砂质岩类基岩含裂隙水，但富水性较弱，为弱含水层。

C、第四系（Q）

广泛分布于区北部及西部大部分低洼及相对平缓地段，多为耕地、植被及少量村落，岩性主要为坡积残积亚粘土、砂土，次为冲积砂、砾石和亚砂土及部分基岩风化的岩石碎粒等，厚度一般0～10m，区内调查无泉点出露，本层含孔隙水，为弱含水层。

3、老窑水文地质特征

矿区内及周边老窑较多，以平硐、斜井为主，经调查老窑多有积水，但均未发现有积水外流现象。老窑积水可能是矿井浅部采煤或矿井建设的安全隐患，因此在未来的矿井建设中应引起高度重视。

4、水文地质类型

井田内有较大的地表水体德卓河，树枝状“V”型冲沟发育，切割较深。受大气降水控制，地表水、地下水水位流量随季节变化剧烈，地下水水力联系密切。了直接充水含水层和间接充水含水层，可能变成地下水活动通道，水力联系变得密切，要谨防地下水直接溃入矿井。

主要可采煤层的上覆地层均为弱含水层，地下水在正常情况下，由于受泥质粉砂岩或泥岩相对阻隔，水力联系极弱。

含煤地层下伏地层以砂泥岩类为主，其富水性弱。正常情况下，可采煤层与下部岩层间水力联系弱。

宣威组属弱含水层，区内采动裂隙带导水将是主要因素，从已掌握的简易水文资料及煤窑调查资料分析，各开采煤层除自身的顶、底板和煤层本身渗水、滴水、淋水外，还有局部受构造的影响。

矿区将来煤层开采时矿井充水水源主要有地表水、老窑水和第四系（Q）孔隙水及含煤地层（P3x）本身基岩裂隙水，下面对各充水水源及充水途迳逐一分析如下：

A地表水

主要有大气降雨形成雨水、溪沟水和德卓河等，其充水途迳主要通过导水裂隙带，地面塌陷、地裂缝等进入矿井，特点是受大气降水严格控制，枯季水量小，雨季水量大，有明显的季节性变化，是矿井充水影响最大的因素。

B老窑采空积水

由于本区开采历史悠久，浅部分布有较多的老窑，部分老窑有一定的积水，矿区在进行开采后，易产生采动裂隙，老窑水则可能通过导水裂隙带进入矿井，将是矿井老窑

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附近的浅部煤层充水的主要水源。

C第四系（Q）孔隙水及含煤地层（P3x）基岩裂隙水

由于第四系直接覆盖于含煤地层之上，两者间形成水力联系，故认为是一组含水层，为开采煤层的直接充水含水层，本组地层富水性弱，以大气降水补给为主，补给途迳主要为节理、裂隙，动态呈季节性变化。

井田内有上述充水因素的存在，在自然流场不变的情况下，它们都自成系统运动（上覆和下伏均弱含水岩层），互相间水力联系有不明显的一面。

当煤矿开采后，其煤层的顶底板岩层由于应力发生较大的变化，导致裂隙增大、增多，地下水自然流场改变，将可能产生如下的水文地质问题：德卓河水由裂隙进入矿井，即由地表水转为地下水，导致德卓河下游河水减少，甚至干涸，而矿井范围内的井泉由于地表塌陷开裂而干涸消失。同时则造成矿井涌水量随之增大，甚至出现瞬间突水等灾害，应在预防的基础上做好防水措施。

综上所述，德卓煤矿区煤层属水文地质条件简单的裂隙充水矿床，在靠近德卓河和老窑采空区地段水文地质条件中等。

5、涌水量

该矿区范围内虽有地质钻探资料，但没有专门的水文地质抽水孔。

根据德卓煤矿目前每天抽排水量约152m/d(枯季)，雨季时估计矿井涌水量约459m3/d。根据调查，德卓煤矿及周边老窑采空区有积水，老窑及采空区无通风等原因无法进入，未收集到资料，积水量不详。

矿井涌水量预算：本矿及邻近煤矿无相关资料，矿井涌水量预算采用比拟法，其预算公式为：Q = F×KF

Q—矿井涌水量（m3/d）， F—预算面积（m2） KF—单位面积含水率（m3/ m2）

本矿7、9号煤层采空区面积约143000m2，由此求得

最小涌水量时：KF为1.06×10-3m3/ m2。 最大涌水量时：KF为3.21×10-3 m3/ m2。

本矿23号煤层预算面积约668000m2，根据预算公式求得

枯水季节时：Q为708m3/d。取30 m3/h。 雨季时：Q为2144m3/d。取90 m3/h。

在今后的开采过程中，根据此公式及结果可对涌水量进行粗略的估算。为了更好准确的估算涌水量，需在今后的工作中做好井下涌水量记录。观察涌水量的变化情况。根

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3

据涌水量记录情况，修改涌水量的预算参数。

在开采深部或最低侵蚀基准面以下煤层时，加强水文地质工作及边采边探也是本矿必须做好和应高度重视的工作。

第三章 巷道布臵及支护说明

第一节 巷道布臵

110702运输底板抽放巷：该巷道位于+1927水平；对口为首采工作面110701，巷道布臵在M9煤层底板20m处，以336度方位掘进，设计总长124m，巷道净宽2.8m，净高2.6m。采用锚网喷支护。属专用瓦斯抽放巷。

为了调车安全，巷道沿M9煤层开掘进18m平巷后再以18度的坡度掘进斜下山50后掘底板抽放平巷，巷道顶部为粉砂岩，依次穿过粉砂岩、细砂岩、粉沙岩。 附图2：110702运输底板抽放巷平面布臵图（1：2000） 附图3：110702运输底板抽放巷预想剖面图（1：1000） 第二节 支护设计

一、巷道支护形式及支护参数选取：

110702运输底板抽放巷断面为半圆拱形，采用锚网喷支护。巷道净宽2.8m，净高2.6m，拱形高1.3m，墙高1.3m。顶板采用Φ20-2400mm高强扭矩应力锚杆配压金属菱形网进行支护，两帮采用Φ20-2200mm全螺纹钢等强锚杆配压金属菱形网进行支护。锚杆间排、距为900×1000mm。根据附近同煤层巷道支护状况，采用类比法选取734运输巷支护参数，所用锚杆规格：顶板采用Φ20-2400mm高强扭矩应力锚杆,两帮采用Φ20-2200mm全螺纹钢等强锚杆；锚杆间、排距为：900×1000mm；采用二支MSK28/500型树脂锚固剂加长锚固。遇顶部岩石破碎、地质构造加w钢带进行支护。

交岔点采用1×7粘接式钢铰锚索加固，锚索长度为6m，排距为3m，每条锚索采用三支MSK28/500型树脂锚固剂加长锚固。

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K=2；

L1 — 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； L2 — 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

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其中：

式中：B — 巷道开掘宽度，取3.4 m； f — 岩石坚固性系数，砂岩取3； H=B÷2 f=3.4÷6=0.57 则L= KH + L1 + L2 =2×0.57+0.5+0.1=1.74(m)

2、锚杆间距、排距计算，通常间、排距相等，取a：

1/2

a ＝（ ） KHrQ式中：a — 锚杆间排距，m； Q — 锚杆设计锚固力，130KN/根； H — 冒落拱高度，取0.57m；

R — 被悬吊砂岩的重力密度，取26KN/m3； K — 安全系数，一般取K=2； A= (130/2×0.57×26)1/2=2.09

通过以上计算，选用直径20mm、长度2400mm的高强扭矩应力锚杆，锚杆间、排距为900×1000mm，符合要求。

二、支护方式 （一）临时支护：

该巷道采用吊环式前探梁作为临时支护。探梁采用3寸钢管制作，长4m，间距0.9m。 （二）永久支护：

根据围岩分类和相邻巷道支护设计情况，施工时，巷道采用锚网喷作为永久支护；打眼安装锚杆到迎头的距离不得超过1.0m，超过1.0m时必须及时打锚杆压网。

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锚网带支护巷道工程质量规定 表四

巷道规格及名称 (mm) 项 目 质 量 标 准 (mm) 部 位 上车场（1-1断面） 拱基线 左 巷 帮 道 净 右 宽 帮 巷道 净高 腰线上 -10- ＋100 腰线下±30 （2-2断面） 1600 1600 1600 1600 1600 1600 2200 1000 130KN/根 2000 2000 2000 2000 2000 2000 2400 1000 130KN/根 墙 中 ≮0 ≯200 墙 脚 拱基线 墙 中 墙 脚 腰线至拱顶 腰线下 锚固力 两帮 顶板 拧紧力距 两帮 金属网及钢带施工 锚杆 布臵 锚杆 角度 锚杆外露长度 工业卫生

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拱 130KN/根、70KN/根 130KN/根、70KN/根 300N2m 400N2m 300N2m 400N2m 顶板、两帮 拱 金属网搭接严密，压实； W钢带及W护板压网紧贴岩面 900×1000 ≮-100 ≯100 与巷道轮廓线 或岩层夹角 符合规定 两帮 角锚杆允许偏差为设计值的±5°；其它锚杆与巷道轮廓线或岩层夹角不小于75°。 锚杆外露丝长度30-50mm，上吊环的锚杆外露丝长度40-80mm 三无一畅、清洁卫生

第三节 支护工艺

一、临时支护与永久支护的支护工艺 1、临时支护：

巷道采用吊环式前探梁作为临时支护。探梁采用11#工字钢制作，探梁间距0.9m。使用方法：爆破后立即将前探梁移至迎头，前探梁至迎头的端面距不大于300mm，每根探梁采用2个5寸吊环固定，上吊环的锚杆必须留有足够的丝扣达到40-80mm，以保证吊环的牢固。探梁之上铺上金属菱形网，采用方子木及枇子、木仨充分接顶过实过牢。前探梁上方用4根长×宽×厚=1200×100×60mm的方子木接顶。放炮前迎头最大空顶距不大于1.0m，放炮后不大于1.8m，循环进尺1.0m。顶板极其破碎时，在巷道爆破前先打超前锚杆作为辅助临时支护。

2、永久支护：

顶板采用锚网喷、两帮采用锚网盘喷作永久支护。

若顶板破碎或过地质构造必须采用Φ20-2400mm的高强扭矩应力锚杆配蝶形托盘和W钢带压菱形网加喷浆，顶板锚杆间排距为0.931.0m。

两帮采用Φ20-2200mm的全螺纹刚等强锚杆配圆形托盘和W钢护板压菱形网加喷浆，两帮锚杆间排距为0.931.0m。

每根锚杆采用两支MSK28/500型树脂锚固剂加长锚固。菱形金属网采用10＃镀锌铁丝编结或6园半以上钢筋焊接，规格为长×宽＝7.0×1.1 m，其网孔规格50×50mm，网片之间采用专用串簧连网。永久支护到迎头的距离不得超过1.0m，超过1.0m时必须及时打锚杆压网。 二、支护材料：

1、锚杆及锚固剂：采用Φ20-2400mm的高强扭矩预应力锚杆，每根锚杆均使用配套标准螺母紧固，底角锚杆使用异型托盘，树脂锚固剂为MSK28/500型，直径为28mm，每块长度为500mm。锚索采用Φ17.8mm的高强低松驰锚索喷浆加强支护，锚索长度6m。

2、金属网采用10＃以上镀锌铁丝编结的菱形网或6园半以上钢筋焊接成的方形网，规格为长×宽=7.0×1.1m，其网孔规格为：50×50mm，网片之间采用专用串簧连网。

3、严禁使用回收复用的支护材料。

4、支护材料每米用量：施工过程中，巷道内应备有不少于10架11#矿用工字钢制作的金属棚及过顶木料，金属棚净宽：3.2m，净高：3.2m。备用正常掘进时不少于2天的支护材料，全部放到专用料场，并挂牌管理，码放整齐。

三、锚网带工程质量规定

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⑴巷道净宽：2.8m，中线至任何一帮误差为0～＋200mm； ⑵巷道净高：2.6m，腰线上误差为-10～＋100mm，腰线下±30mm；

⑶锚杆安装牢固，托盘紧贴壁面不松动，锚杆拧紧力矩不小于300N〃m，锚杆构件完好；

⑷锚固力：顶板锚杆锚固力≥130KN、两帮锚杆锚固力≥70KN，其最低值不小于设计值；

⑸菱形网连接严密、压实，网子拉紧不松动，网子之间采用串簧连严；

⑹锚杆间排距900×1000mm，允许偏差为±100mm；两底角锚杆与底板间距不大于300mm，两帮底角锚杆使用异型托盘；

⑺锚杆角度：两底角锚杆与水平夹角为30-45°，允许偏差为±5°；其它锚杆与巷道轮廓线或岩层夹角不小于75°；

⑻锚杆外露丝长度为30-50mm，上吊环的锚杆外露丝长度达到40-80mm；

⑼锚固剂位臵检测：锚杆眼口距树脂药卷外端距离1250mm，允许偏差为±100mm。 四、锚杆安装工艺 三、锚杆安装工艺 1、打锚杆眼

打眼前，首先按照腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；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。锚杆眼的位臵要准确，眼位误差不得超过100mm，其角度与巷道轮廓线或岩层夹角不小于75°。打锚杆眼时，必须采用套钎法施工，其长短钎子的规格为：0.8m、1.6m、2.5m，以保证锚杆角度符合设计要求。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。打眼时，必须在牢固的永久支护或临时支护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。

2、安装锚杆

扭矩应力锚杆安装工艺。⑴锚杆组装：将锚杆减阻垫圈、让压管和锚杆托盘按先后顺序穿入锚杆。⑵装树脂：将树脂用锚杆推入风煤钻，推入树脂时要用力均匀，尽可能不要把树脂穿破。⑶然后将锚杆接入风煤钻套筒，用风煤钻将锚固剂推至钻孔深处，直到顶不动为止。⑶搅拌锚固剂：启动风煤钻搅拌锚固剂，搅拌时间10-15秒。⑸托盘与顶板间隙：锚杆剂搅拌结束时，要确保锚杆与顶板之间有10-15mm的间隙。⑹打开阻尼，拧紧螺母：搅拌锚固剂后，需停顿90秒，启动风煤钻配扭矩放大器或采用金炮王打开螺母阻尼，并将螺母拧紧，确保锚杆扭矩不低于300 N.m。锚杆的安装顺序为由外向里，先顶板后两帮依次进行，为

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保证巷道成型规整和锚杆角度及安装质量，两帮采用手镐刷帮。

附图5：1-1断面（车场）永久支护断面图 （1：50） 附图6：1-1断面（车场）临时支护平、剖面图 （1：50） 附图7：2-2断面永久支护断面图 （1：50） 附图8：2-2断面临时支护平、剖面图 （1：50）

第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、施工准备：

施工前必须准备好风水管线，安装好双风机、双电源等，局部通风机正常运转供风，风筒接至施工地点，准备好支护材料。生产技术部放好中、腰线，方可正式投入生产。 二、施工方法

1、该巷道采用炮掘人装掘进法施工。巷道断面为半圆拱形，其车场（1-1）断面净宽3.8m，净高2.6m，其中拱高1.4m，帮高1.2m。110702运输底板抽放巷（2-2）断面净宽2.8m，净高2.6m，其中拱高1.4m，帮高1.2m，喷浆厚度每帮不小于300mm。施工时按照巷道断面画好轮廓线，按照炮眼布臵图点好眼位，利用风钻打眼，依据爆破说明书进行装药，联线、放炮。

2、该巷道也可采用上、下分层掘进法施工，先掘上部分达到距离时，自上而下起底掘下分层。上车场（1-1）断面上分层高度1400mm，下分层高度1200mm。（2-2）全断面高度2600mm。

3、上、下分层均采用两次打眼两次定、放炮，且一次定炮必须一次放炮。下分层掘进时，炮眼最小抵抗线岩石中不得低于300mm,否则不准装药放炮。

4、放炮后，采用人工装车，人工推车至运输石门中部车场，由运输队带出，负责升井到地面。

三、掘进工艺流程

1、一次性掘进：一次性打眼，一次性装药，全断面一次性爆破成巷。

2、上分层掘进：

交接班→安全检查→上分层打眼→洒水装药放炮→吹炮烟洒水→临时支护（摘除悬矸危岩）→人工扒迎头洒水→上分层支护→装岩洒水→清理验收。

下分层掘进：

交接班→安全检查→下分层打眼→洒水装药放炮→吹炮烟洒水→人工扒迎头洒水→摘除悬矸危岩→下分层支护→清理验收。

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第二节 凿岩方式

本规程所施工的巷道采用打眼放炮的方法破岩。 一、钻眼爆破 1、钻眼机具：

采用2部7655型风钻打眼，另配一部备用。Φ22mm的六棱中空钢钎3套，Φ32mm的柱齿型钻头4个,ZMS--60型风煤钻一部，MQS-90J2型气动锚杆安装机1台。 2、施工前的准备工作：施工前应先检查瓦斯，并进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸，确保施工安全。施工前应充分准备好所使用的钻具，如风钻、钻杆、钻头等。风钻要完好，钻杆要直，水针孔要正，钻头应锋利，并要完整无损。风水管、电源接至工作面，保证压风、水、电使用方便、正常和安全。

3、打眼方法：打眼前，必须清出迎头，检查有无拒爆、残爆、瞎炮情况，若有上述情况，必须停止任何工作，先行处理。只有确认安全后，方可打眼。打眼时，严格按照炮眼布臵图所标注的炮眼位臵、间距、深度、角度进行打眼。坚持湿式打眼，严禁干打眼、打自由眼。

4、爆破材料及方法：采用Φ27mm，每支重0.3125kg，长度400mm的T-320型煤矿水胶炸药及1-5#毫秒延期电雷管进行起爆。采用MFB-100型网络导通式发爆器进行起爆；采用正向定炮，严禁反向定炮。

5、巷道光爆设计：为使掘出的巷道轮廓线平整，岩帮裂隙小，稳定性高，达到光爆要求，对光爆参数作以下选择。

a、炸药采用Φ27×400mm的T-320型煤矿水胶炸药，每支重0.3125kg。 b、雷管：采用煤矿许用毫秒延期电雷管。 c、联线方法：采用串联。 d、掏槽眼采用楔形掏槽。

e、周边眼：光面爆破时，当炮眼密集系数K=E/W=0.8-1.0时，能提高爆破效果,因此岩石中选择最小抵抗线W=300mm，周边眼距E为350mm。

f、打眼时，严格按照炮眼布臵图中的眼位进行作业，做到“准、平、直、齐”的光爆打眼要求。

g、爆破时，严格按照爆破说明书进行装药、联线、放炮。爆破后，必须采用专用尖钎摘除悬矸危岩，达到要求断面规格后方准进行临时支护。

二、防尘措施

采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、水幕降尘、扒装洒水，冲刷巷帮，净化风流、个体防护等综合防尘措施。

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第三节 爆破作业

掏槽方式为水平楔形掏槽法。

一、炸药、雷管

采用Φ27mm，每支重0.3125kg，长度400mm的T-320型煤矿水胶炸药进行爆破；采用1-5#毫秒延期电雷管进行起爆，电雷管必须编号，各炮眼的爆破顺序必须与电雷管的使用号相对应，严禁混用；用水炮泥和粘土炮泥定炮。

二、装药结构 正向装药结构。 三、起爆方式

使用MFB-100型矿用防爆网络导通式发爆器进行引爆，上、下分层均采用一次打眼、一次定放炮法施工，联线方式为串联。

四、其他

1、采用正向定炮，药卷必须彼此密接，炮头及其它药卷以外的炮孔必须用水炮泥及粘土炮泥封实堵严。

2、炮眼必须严格按照爆破说明书中的要求进行装药、联线、放炮。

3、爆破后，两帮必须采用手镐刷帮达到设计宽度后方准布臵帮锚杆，确保巷道成型质量。

附图9：1-1断面炮眼布臵图及爆破说明书 附图10：2-2断面炮眼布臵图及爆破说明书 附图11：装药结构示意图

第四节 装、运岩(煤)方式

一、装岩（煤）方式

巷道掘进施工中采用人工装车；人工推车至中部车场，经副斜井绞车提升到地面。 二、运输方式

1、该巷道施工时，采用1吨的标准矿车人工装车，人工推车至中部车场，经副斜井绞车提升到地面。

第五节 管线及轨道敷设

一、管线敷设

1、管线不得与电缆吊挂在同一侧，并按巷道的腰线平行吊挂，风水管距底板高度1.6m，风筒距底板高度2.0m，电缆距底板高度1.6m，管路吊挂要平直，每节至少吊挂两点，两条以上管路吊挂间距为100mm，并做到间距一致，铁管敷设到距迎头30m处，再用高压管接至迎头。

2、风筒必须吊挂在拉绳(通条)上，保持风筒平直，逢环必挂。风筒接头严密不漏

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风，无破口，无反接头，并反压边。风筒出风口端必须有风圈。拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯、急弯，异径风筒接头要用过渡节，先大后小，不准花接。风筒无挤压。风筒末端到工作面的距离不大于5m。

二、轨道铺设标准

1、 迎头掘进临时轨道的敷设必须符合掘进巷道轨道线路标准：

（1）轨距：600mm,允许偏差+10、-5mm（2）水平：不大于10mm （3）轨缝：不大于5mm，无镶牙接头（4）接头平整度；不大于3mm（5）轨枕间距：0.8米，轨枕统一标准（6）轨型：18kg/m，磨损锈蚀不超限 （7）扣件齐全，紧固有效（8）使用底弓弯道，曲线平滑，无折线点，曲线半径不低于6m（9）轨道距迎头6—30m。（10）必须使用标准道岔。

2、上车场施工期间使用的临时车场，巷道断面要按双轨布臵，留有足够的人行道。

第六节 设备及工具配备

设备及工具配备情况表 表五

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序名称 号 1 局扇 2 3 4 5 6 7 8 9 绞 车 绞 车 风煤钻 气动锚杆安装机 风钻 风钻钎子 锚杆拉力计 扭矩扳手 大锤 规格型号 DSF.11型2×11KW对旋式风机 JD-25kw JD-40kw ZMS—60型 MQS-90J2型 7655型 0.8、1.6、2.5m TCA-7型 MFB-100型 MODEL8800金炮王 单位 台 部 部 台 台 部 套 台 把 把 把 把 部 台 个 个 个 个 个 个 部 数量 2 3 1 2 1 3 3 1 1 2 4 3 1 3 1 1 3 1 1 1 1 备注 双风机、双电源 一部备用 一套备用 每班一台 10 尖锨 11 镐 12 风 镐 13 放炮器 14 炸药箱 15 水炮泥箱 16 雷管箱 17 炮泥箱 18 专用炮头箱 19 清孔器 20 风动锚杆安装机

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说明：除机电设备外，其它工具以满足现场需要为准，损坏的工具及时上井更换，确保生产。

第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

采用三班八小时工作制。三班掘进，循环进尺1.0m，每班一循环，日循环三个，日进尺3m，月进尺72m。（机电检修等影响除外）

附：劳动组织配备表（表六）

工 种 一班 打眼工 扒装工 爆破工 支护工 安全网员 把钩信号工 验 收 员 机电维修工 防 尘 员 局扇司机 4 出 勤 人 数 二班 4 三班 4 小计 12 （其中有副班长） 打眼工兼 打眼工兼 班长兼 副班长兼 班长兼 班长兼 兼职除外 备注 2（兼） 2（兼） 2（兼） 6（兼） 1 1 1 3 4（兼） 4（兼） 4（兼） 12（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 3（兼） 4 1 1 4 1 1 4 1 1 12 3 3 1（兼） 1（兼） 1（兼） 3（兼） 1（兼） 1（兼） 1（兼） 3（兼） 扒装机司机 1（兼） 1（兼） 1（兼） 3（兼） 绞车司机 电瓶车司机 班 长 合 计 4 1 1 17 4 1 1 17 4 1 1 17 12 3 3 51

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第二节 循环作业

为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间衔接严密、不窝工，尽量做到平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。施工时，严格按照循环作业图表进行作业。

附图15：正规循环作业图表（表七）

第三节 主要技术经济指标

主要技术经济指标表 表八

序 号 1 2 3 4 6 8 9 10 12 13 17 18 19 20 21 22 数量 项 目 巷道长度 在册人数 出勤率 循环进度 日循环次数 月进度 效率 正规循环率 树脂锚固剂消耗 W钢带消耗 菱形金属网消耗 W钢护板 炸药消耗 雷管消耗 炮泥消耗 其它消耗 单 位 米 人 ％ 米 个 米 米／工 % 支/m 条/m m2/m 个/m Kg/m 发/m 米/m 元/m 上车场 20 26 90 1.0 3 72 0.08 90 24 3.0 10.98 6 13.33 48 38.25 65.1 运输底板抽放巷 80 26 90 1.0 3 72 0.08 90 22 3.0 9.02 6 11.05 36.67 31.5 53

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第六章 生 产 系 统 第一节 通 风 系 统

一、掘进工作面风量计算：

根据德卓煤矿《矿井风量计算细则》标准：

(1)按瓦斯涌出量：Q＝100q×k＝10030.2732＝54m3/min (2)按最多作业人数：Q＝4N＝4312＝48m3/min (3)按最低风速：Q＝15×S掘＝15314.98＝224.7m3/min （4）按一次起爆最大炸药量进行风量计算： Q需＝25×A＝25×14.84＝371m3/min。

通过以上计算，取其中最大值371m3/min。又因110702运输底板抽放巷掘进工作面位于7、9号煤层底板，属瓦斯抽放专用巷，是瓦斯重点区，配风量按不少于上述计算风量的1.1倍配风，迎头需要风量Q=37131.1＝408m3/min，取408m3/min。

二、掘进工作面风量验算

按CH4涌出量q=0.27/408=0.06%?<1.0％ 按CO2涌出量q=0.62/408=0.15%<1.0％符合要求 通过验算，所取风量符合要求。

根据计算结果及集团公司规定，局扇选用2BJK型2311KW对旋式风机，使用Φ600风筒，其供风量为260-420m3/min，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。

三、局通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点

施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在副斜井中部车场石门新鲜风流中，并上架或吊起，距底板不小于30cm，采用Φ600mm的阻燃风筒供风，要求风筒吊挂平直，逢环必挂，不漏风，风筒末端距迎头距离不得超过10米，见煤后不得超过5米。最大供风距离为800m。该处（局部通风机吸风口至副斜井中部运输石门回风口）巷道的风速不得低于0.25m/s。

2、通风系统

新风由地面新风→副斜井→中部车场→运输底板抽放巷局部通风机→施工迎头。 乏风由110702运输底板抽放巷掘进迎头→中部回风联络巷→回风斜井→地面。 附图12：通风系统示意图

第二节 压风系统

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风源来自副斜井压风机房，自副斜井、中部运输石门，分别用6寸和1寸胶管接至迎头。地面风压0.6MPa，迎头风压最小为0.4MPa，风量100L/S。

压风系统：

副斜井压风机房→副斜井→中部运输石门→施工地点。

第三节 防尘系统

1、防尘水源来自地面水池水源，自地面水池水源→副斜井（6寸）→中部运输石门（4寸）→110702运输底板抽放巷施工地点；2寸敷设距迎头30米范围，再用胶管接至迎头。巷道内每50米设一个三通，迎头外设三道喷雾。在距迎头10m范围内安设炮区喷雾，30m范围内安设自动水幕，50m范围内安设净化水幕，要求喷雾效果能封闭全断面。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、水幕降尘、人工装车装洒水，冲刷巷帮，净化风流、个体防护等综合防尘措施。

2、通防科按规定在掘进巷道安装足够数量、水量的隔爆水槽。当掘进巷道长度小于300米时设1个棚区，300～500米设2个棚区，500米以上设3个棚区。其中离掘进迎头最近的隔爆水槽始终保持在60-200m范围内。每周至少检查一次，确保水量、水质、安装位臵满足要求。

3、及时清除巷道浮煤、清扫和冲洗沉积煤尘，每班对施工巷道至少一次进行洒水灭尘

防尘系统：1、防尘水源来自地面水池水源，自地面水池水源→副斜井→中部运输石门下山→110702运输底板抽放巷施工迎头。

┌→侧式供水钎子 ├→巷道内水幕 →├→装车洒水 ├→装水炮泥水针 └→冲刷巷帮水管

第四节 防灭火

110702运输底板抽放巷掘进，采用风钻打眼，锚网喷支护，爆破喷雾降尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。在警戒线以外设臵消防材料库，配齐灭火器、砂箱、灭火砂、防火锨等灭火器材。也可采取控制风流、调节风流的方法控制火势蔓延。

防火水源来自地面水池水源，自地面水池水源→副斜井（4寸）→中部运输石门（4寸）→110702运输底板抽放巷施工迎头，距迎头30米范围分别用2寸铁管和1寸胶管接至迎头。

防火系统

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1、防灭火水源来自地面水池水源，自地面水池水源→副斜井（4寸）→中部运输石门→110702运输底板抽放巷施工迎头。

┌→侧式供水水管 ├→巷道内水幕 →├→装车洒水管 ├→装水炮泥水管 └→冲刷岩帮水管

第五节 安全监测系统

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：

1、矿长、工程技术人员、队长、安全员、瓦检员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。

2、每班应按规定配齐便携式甲烷检测报警仪，其中班组长携带的2台便携式甲烷检测报警仪，1台由班组长随身携带，随时检查迎头有害气体；另1台悬挂在迎头后5米风筒对侧，距帮不小于0.2m，距顶板不大于0.3m处监测瓦斯。当瓦斯浓度达到或超过1%时，应自动报警，现场施工人员必须停止施工，进行处理。当瓦斯浓度达到或超过1.5%时，必须切断迎头电源，撤出人员，在巷道门口断开风筒，设臵栅栏，揭示警标，禁止人员入内，汇报矿调度室和通防调度，由通防部门制定措施，经总工程师审批后，进行处理。?

3、每次爆破时，兼职瓦检员必须在爆破地点20米范围内进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。

4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须随身携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。

二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：

1、掘进工作面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，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。甲烷传感器应布臵在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。

2、在掘进回风口往内10-15m处安设甲烷传感器、风速传感器、温度传感器、一氧化碳传感器、瓦斯抽放流量传感器。其吊挂为垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。

附图13：瓦斯监测系统示意图 三、安全监测系统及措施：

1、信息监测中心必须按规定设臵一部瓦斯传感器，悬挂在距迎头不超过5m，距顶不大于0.3m，距帮不小于0.2m的风筒对侧，当瓦斯浓度≥1%时能够自动报警，当瓦斯浓度≥1.5%时，能够自动切断巷道内所有非本质安全型电器设备的电源，信息监测中心

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每7天校验一次，确保瓦斯传感器的正常使用和断电功能的正常动作。

2、信息监测中心必须按规定安设灵敏可靠的瓦斯传感器，并具有断电功能，当瓦斯浓度≥1%时能够自动报警，当瓦斯浓度≥1.5%时，能够自动切断工作面所有非本质安全型电器设备的电源。瓦斯传感器必须放在距迎头不超过5m，距顶不大于0.3m，距帮不小于0.2m的风筒对侧，并随着掘进进度由使用单位往前移至规定地点。放炮时施工单位必须将瓦斯传感器保护好，以防放炮时被崩坏；使用单位要妥善保护好瓦斯传感器，洒水时严禁将水洒到瓦斯传感器上。为确保瓦斯传感器的正常使用和断电功能的正常动作，使用单位必须每7天提供一次校验时间。监测系统必须专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。

3、当瓦斯超限或出现监控系统报警时，安监人员或单位管理人员要按规定停止工作并安排撤人，并立即汇报调度室及通防部门，由调度室及通防部门安排专人查明原因，进行处理。

4、开停传感器的配备和使用

在主要局部通风的电缆线上安设1个开停传感器，24小时不间断监测主要局部通风机的运行状态。

5、馈电传感器的配备和使用

在掘进工作面被控制设备开关的负荷侧安设1个馈电传感器，24小时不间断监测供电设备的供电状态。

6、风筒状态传感器的配备和使用

风筒状态传感器安设在距风筒出风口20-30米范围的风筒上，并固定牢固。 二、监测线路

地面中心站→-150皮带机房→-350管子井→-740泵房→前七二段运输下山 →734运输巷。

附：工作面安全监控设备情况表（表九）

工作面安全监控设备情况表 -

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