水平集中轨道巷作业规程

1、目录第一章概况1第一节概述1第二节编写依据1第二章地面相对位置及地质水文情况1第一节地面相对位置及邻近采区开采情况1第二节煤（岩）层赋存特征1第三节地质构造3第四节水文地质3第三章巷道布置及支护设计3第一节巷道布置3第二节支护设计4第三节支护工艺11第四章施工工艺13第一节施工方法13第二节凿岩方式13第三节爆破作业13第四节装、运岩(煤)方式18第五节管线及轨道敷设18第六节设备及工具配备18第五章劳动组织及主要技术经济指标19第一节劳动组织19第二节循环作业图表20第六章生产系统20第一节通风系统20第二节压风系统22第三节防尘系统22第四节防灭火22第五节安全监测系统23第六节供电系统2

2、4第七节 排水、供水及降尘系统24第八节 提升、运输系统25第九节通讯、信号、照明26第七章灾害预防及避灾路线27第八章安全技术措施29第一节施工准备29第二节“一通三防”管理30第三节顶板管理34第四节爆破管理36第五节防治水管理38第六节机电管理39第七节运输管理41第八节安全制度43第九节特殊安全措施45附1：扭矩扳手的使用方法46附2：锚杆测力计使用方法47第一章概况第一节概述一、巷道名称亨元顺煤业+885水平集中轨道巷工程二、掘进目的及巷道用途掘进目的：形成全矿井提运系统掘进用途：担负矿井提升、矿车周转等。 三、巷道设计长度及服务年限+885水平集中轨道巷设计总长度：314.79米。

3、+885水平集中轨道巷服务年限 ：同矿井服务年限。四、预计开、竣工时间开工时间：2013年09月01日竣工时间：2013年12月30日第二节编写依据一、掘进巷道设计图纸本规程设计依据为山西灵石亨元顺煤业有限公司提供的+885水平集中轨道巷平、断面图（s1813-110-01）。二、地质报告及批准单位地质说明书名称为山西灵石亨元顺煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，晋中市煤炭工业局文件市煤规发【2010】110号文关于山西灵石亨元顺煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复。三、矿方提供的该矿井及相邻矿井开采的有关资料；四、2011版煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范等国家及省地各级政府有关煤

4、炭生产的方针、政策、法律、法规；第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况+885水平集中轨道巷位于副斜井底部，与副斜井井底车场相通。第二节煤（岩）层赋存特征亨元顺井田位于霍西煤田灵石矿区北部，区域内主要出露地层由老至新依次为：太岳山群、长城系、寒武系、奥陶系上、下马家沟、峰峰组；石炭系本溪组、太原组；二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组和上第三系、第四系1、岩层赋存特征：山西灵石亨元顺煤业有限公司井田位于位于吕梁山块隆与晋中新裂陷的交接部位，属吕梁山复背斜的东翼，霍西向斜的西北部，次级构造有霍山、上千沟、霍村诸断层组成的断层组，以北北东方向从区外东部穿过。区内构造以

5、褶皱为主，构造形态较简单，多为平缓开阔的短轴褶皱，次有岩溶坍塌形成的柱状陷落，局部见有小型断裂构造。井田属于霍西煤田灵石矿区北部，含煤地层有石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组，可采煤层均赋存于太原组和山西组中，而本溪组和下石盒子组中均系不可采的薄煤线。2、矿井瓦斯亨元顺煤矿重组前开采4、10号煤层，据山西省煤炭工业局晋煤安发2005986号批复文件，重组前各矿2005年矿井瓦斯鉴定结果为：原镇威煤矿开采4号，煤层矿井瓦斯绝对涌出量为0.68m3/min,相对涌出量2.80m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1.08m3/min, 相对涌水出量4.44m3/t。原孙家沟煤矿开采

6、4号煤层，矿井瓦斯绝对涌出量为0.66 m3/min，相对涌出量3.96m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.94 m3/min，相对涌出量6.64 m3/t。原水牛沟煤矿开采10号煤层，矿井瓦斯绝对涌出量为0.57 m3/min，相对涌出量3.42m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.97 m3/min，相对涌出量5.82 m3/t。原西堡煤矿开采10号煤层，矿井瓦斯绝对涌出量为0.69 m3/min，相对涌出量3.01m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.98 m3/min，相对涌出量9.28 m3/t。重组前各煤矿均为低瓦斯矿井。重组后矿井开采中仍需做好井下通风工作，并加强瓦斯含量监测，防范瓦斯局部聚焦造

7、成爆炸事故。3、煤尘爆炸危险性根据矿方煤层煤样检验资料(2007.6)：亨元顺煤矿2、4、7、10、11号煤层煤尘具有爆炸性。4、煤的自燃倾向性亨元顺煤矿4、11号煤层自燃倾向性均为自燃，10号煤层为自燃易自燃，开采中应加强防范。据调查，该矿以往生产中未发生过煤层自燃情况，井田内没有火区分布。5、地温、地压根据矿井开采情况，井下地温一直保持在正常值范围内，一般为16-17。据邻区勘探资料，本区平均地温梯度为2.29/100m,地热增温率为垂向增深43.67m,地温升高1，属地温正常区。另据矿井开采情况，未发现井下地压异常现象，井田应属地压正常区。第三节地质构造井田构造形以宽缓褶曲为主，倾角大都

8、在210之间。第四节水文地质一、 地表水本井田属黄河流域汾河水系，汾河支流双池河由西北向东南流经本井田东北侧，属季节性河流，雨季流量较大，平时流量甚微，甚至干涸。本井田内则无常年性河流，仅雨季时各沟谷汇集洪水沿沟排泄，流出井田后向东南汇入汾河。二、 地下含水层井田含水层自下而上有奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系上统太原组碎屑岩类夹石灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层组及风化裂隙含水层、第四系孔隙含水层。本矿井正常生产后正常涌水量为1122m3/d，最大为1884m3/d。第三章巷道布置及支护设计第一节巷道布置本巷道设计长度l=314.79m，本工

9、程为-区段掘进断面为13.2 m2，净断面为11.88m2，支护方式为锚网索喷，支护厚度为100mm；本工程技术特征详见表1-1 设计施工图见图1-1、2-2、工程技术特征表：。表1-1 工程技术特征表序号断面形式工程区段编号工程量(m)支护形式厚度(mm)断面(m)倾角备注掘净11-1-314.79锚网索喷10013.2011.883合计340.57第二节支护设计一、支护形式巷道采用“锚网索喷”联合支护。附：巷道断面图二、支护方式（一）支护方法1、临时支护巷道光面爆破后，首先敲帮问顶，剔除迎头危岩悬矸，初喷3050mm混凝土采用锚杆吊挂前探梁作为临时支护，在巷道两腮上各打安三根锚杆，三个锚杆

10、成一条直线且平行与工作面，作为安装吊前探梁的锚杆，使其锚杆外露长度为100mm，用2.5寸管作为前探梁，长度4000mm，将前探梁的一端砸扁并用割炬在砸扁的部位掏眼作为吊环，吊环直径为20mm，吊环套在锚杆露头上，用普通螺栓将前探梁拧紧，前探梁间距800mm(临时支护图如下)。图3-3 临时支护平面图2、永久支护a临时支护利用永久支护中的初喷3050mm混凝土及锚杆作为临时支护，围岩不稳定时可设前探梁作为临时支护。b打锚杆、挂网i采用mqt-120/2.2(130/2.3)型气动锚杆（索）机打锚杆眼，并安装顶部锚杆，yt-28型风钻打两帮锚杆，锚杆尽可能垂直于岩层，必须保证在75以上，岩石层面

11、不清晰的锚杆应垂直于巷道轮廓线，托板紧贴岩石。ii打顶部锚杆时必须保证锚杆的角度和质量，专用注锚器注锚杆，工作面必须配备锚杆拉力器，随时抽查和记录锚杆的拉力。锚杆间排距的偏差不得大于100。iii钢筋网必须按照搭接要求进行，搭接不小于30mm；钢筋网必须挂于锚杆托盘之上；钢筋网必须形成断面轮廓、紧靠岩壁。iv顶锚杆为20mm2200mm螺纹钢树脂锚杆，采用三支msk23/30型树脂锚固剂；帮锚杆为20mm2200mm螺纹钢树脂锚杆，采用三支msk23/30型树脂锚固剂；锚杆托盘为150mm150mm10mm钢板压制；金属网采用6mm钢筋制作，金属网长、短边各搭接100mm，网格100mm100

12、mm；使用14#铁丝扣相连，锚杆间排距为800mm800mm。v锚索为15.24mm6300mm钢丝绳锚索，采用四支msk23/30型树脂锚固剂，锚固长度1.5米，锚索托盘为400mm400mm10mm钢板制作。d喷射砼喷射砼配合比设计：1、设计依据：喷砼28天龄期强度为c20，采用apz-5b型潮式喷浆罐，强度保证率为90，石子最大粒径510 mm。2、砼配合设计为：水泥：砂：石1：2：2（二）质量要求1、临时支护临时支护采用前探梁及木梁接顶并用木楔紧固接实；每根探梁的吊环不少于两个且必须满帽，并有0+20mm露丝；距迎头端面距不大于300mm。2、永久支护（1）严格按中腰线施工，中线至两帮

13、允许误差：合格为-50150mm，优良为0150mm，腰线至顶底板合格为0150mm。（2）巷道中净高允许误差；合格为-30200mm。（3）锚杆构件安装完好，托盘紧贴煤、岩面。（4）锚杆的锚固力不低于100kn。（5）严格按规定安装锚杆，角度不合格必须重打。（6）锚杆外露1040mm，上吊环的锚杆外露4080mm。（7）锚杆间排距误差为100 mm。（8）锚杆安装后必须将网张紧，紧贴煤岩面，每扣必连；铁丝锋利的尖端必须指向周壁。（9）支护后顶板下沉超过200mm时，要及时补打锚杆。（10）交接班时班组长进行锚杆扭矩力检验和锚杆拉拔力检测不合格的必须进行补打4、文明生产巷道文明生产达到“四无、

14、四整齐、五统一、六条线”。“四无”：巷道内无淤泥积水（淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过0.1m）；无脏杂物和废旧物料；无积（煤、岩）尘；无尾工。“四整齐”：图牌板吊挂整齐；材料码放整齐；工具存放整齐；开关上台上架排列整齐。“五统一”：牌板规格、标准统一；挂衣架统一；料场统一；管子吊挂统一；电缆吊挂统一。“六条线”：风筒吊挂一条线；风水管路吊挂一条线；轨道铺设一条线；各类标志一条线；台阶铺设一条线；水沟打设一条线。三、确定锚杆参数（按悬吊理论、组合拱和工程类比法计算）1-1断面巷道支护参数计算（1）杆长度的选择：lkh+l+l 20.78+0.4+0.1 2.06 所以选用锚杆规格为：锚杆型

15、号：左旋无纵筋螺纹钢锚杆长度：2.2米杆体直径：20毫米锚固剂型号及用量：每根锚杆使用三支msk23/30型树脂锚固剂；锚 固 力：不低于54kn安装机具：mqt-120型锚杆钻机（2）锚杆间排距的选择： 、按加固拱原理 (0.50.7)l (0.50.7)2.2 1.11.54 、按悬吊原理 1.54掘进巷道宽度为4.2m，锚杆间排距为0.8m0.8m，符合计算要求。 式中：l锚杆全长。 l1锚杆锚入稳定岩层深度，一般按经验取0.4m l2锚杆外露长度。取0.1m 锚杆间排距 k安全系数，取2 q锚杆锚固力，取6t h冒落拱高度，h=b/2f h=4.7/23=0.78 f-岩石坚固性系数取

16、3 r顶板岩石容重。取2.5吨/m。（三）按工程类比法确定锚杆参数通过相邻矿井实际揭露和地质部门提供的资料，锚杆采用202200的全螺纹钢树脂锚杆，间排距为800800mm。通过以上计算和相似相邻巷道的工程类比，结合公司锚杆支护技术管理规定，确定该巷道的支护参数为：锚杆采用202200的全螺纹钢等强锚杆，锚杆间排距为800800mm。（四）锚网喷工程质量规定1、锚杆质量规定：锚杆眼深不能大于设计50，锚杆外露不能大于设计50，锚杆与巷道轮廓线夹角不能小于75，锚杆托盘密贴岩面紧固，锚杆预应力不小于100kn。2、金属网质量规定：金属网严格按设计规定施工并密贴岩面，金属网绑扎要牢固，接头绑扎牢固

17、。3、喷砼适量规定：喷前要冲洗岩面，混凝土要搅拌均匀，局部喷厚不小于设计的90%，凸凹不平不能大于50，表面要有光泽、光滑不许有水痕。第三节支护工艺一、支护材料：锚 杆：202200mm螺纹钢树脂阻尼锚杆，间排距800800。每根锚杆使用三支msk23/30型树脂锚固剂。锚 索：15.246300mm，间排距15002400mm每根锚索使用四支msk23/30型树脂锚固剂钢筋网：6圆钢，金属网格为100100。锚杆托盘为150mm150mm10mm钢板压制锚索托盘为400mm400mm10钢板压制。喷射混凝土强度等级为c25，喷厚100。砂 子：中砂，粒径0.155.0。石 子：碎石，粒径51

18、5.水 泥：po42.5r级水泥.速凝剂：rt-s型，掺量为水泥重量墙4%，拱6%。水灰比：0.45。二、锚杆安装工艺1、钻锚杆孔前，必须按中心线检查巷道几何尺寸，必须使用量具定出孔位并做好标记，必须在钻杆上做出孔深标记。2、钻锚杆孔前，必须将顶板浮石找净。3、锚杆安装前要做下列检查工作：锚杆原材料型号、规格、品种以及各部件质量，锚杆孔径、孔深和布置是否符合要求，孔内积水和沿粉要吹干净，锚杆孔钻完后及时安装锚杆杆体。4、msk型树脂药卷锚固剂使用必须遵照以下规定：树脂药卷要存放在阴凉干燥和温度425的防火仓库中；锚固剂有效期3个月，超过有效期如变硬不得使用；安装前检查锚固剂和杆体是否匹配，杆体

19、和锚头严禁带油；安装时先用杆体将锚固剂送入孔底后，再用钻机带动杆体边搅动边推进（锚固剂未送入孔底前不得搅拌）直至孔底，搅拌时间15秒，搅拌后再等60秒后再紧固托盘，等待过程中不得转动杆体。5、锚杆钻机操作必须注意：操作前所有操作开关均处于“关闭”位置，所有管路确保清洁；按标志所示连接风水管路；严禁在钻机下衬垫木料，严禁用手触摸旋转的钻杆，推进速度和推进力要适度，防止突然卡钻时将长生较大的反扭矩，操作人员小心操作以防扭伤；当支腿收缩时。手不要按在汽缸上，以防挤手；油雾器中加足足够的润滑油，无油雾喷出时不准开钻，钻进过程中，水流不可中断，操作者要远离钻孔中心线，以防钻杆折断发生意外，操作者不得穿松

20、弛衣服，在整个钻进过程中要始终观察顶板、两帮稳定性和其他同事的现场位置落实好现场预警。钻孔结束后用水洗干净钻机并将钻机放置在钻机架上，严禁乱摔乱砸。三、喷射混凝土1、喷砼作业前，必须找净帮顶浮石、危石、查验网片搭接，锚固是否标准。2、必须用高压水冲洗受喷面。对于局部遇水易潮解的岩层可使用压风清扫岩面。3、挂好中心线，必须按中心线检查巷道几何尺寸并且掩设控制喷厚标识。4、在工作面铺设好废旧风筒，做好回弹物回收准备工作。5、喷射手要严格按操作规程进行，操作喷头时一手托住喷头一手调节水阀，喷射手送料喷头移动方式先向岩面用左右或上下移动的扫射，喷一薄塑性层，然后再此薄层上以螺旋装一圈压半圈，沿横向做缓

21、慢画圈运动，画圈直径以200为宜，喷射顺序自下而上，以防砼因自重产生裂缝和脱落，接茬要喷严喷实。6、喷头距喷面8001200为宜，垂直受喷面喷射时喷头向下不能超过15度，一次喷厚3050，分层喷射间隔时间1520分钟，如超过1小时喷前要用风、水清洗喷层表面。7、喷浆机操作注意事项：做好开机前检查，作业时要空载试运，正式作业时先给风水后供电，最后送料，作业结束时，先停止加料，待罐内喷料用完后停电，最后停风、停水。操作过程中时刻注意压力表变化，发现堵管要及时处理，施工中若突然发生停电、停风、停水不能继续作业时，要及时清除喷射机和输料管中的物料。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方案采用常规钻爆法

22、破岩，采用mqt-130/3.2气动锚杆（锚索）钻机打锚杆孔，hsp系列湿式凝土喷射机喷浆机；排水：风动潜水泵一台；采用激光指向仪指向，控制方向、坡度采用腰线控制，使用拱基线高度作为腰线高度；fbd6.0/2*15kw型压入式对旋局部通风机配800mm抗静电阻燃风筒供风。工作面采用p-60b耙岩机将岩石装到矿车上，岩石通过矿车运到皮带尾由耙斗机装矸到皮带输送机上，运到地面。采用jdp1.6/1.2绞车作为辅助提升系统，0.75t侧翻矿车，绞车钢丝绳为22nat619+fc1670zs型。负责材料运输。地面排矸系统有甲方解决。第二节凿岩方式本规程所施工的巷道采用钻爆法施工，全断面一次爆破成巷。一

23、、打眼机具：采用yt-28型或7665型气腿式凿岩机配42mm合金钢铸齿型钎头、22中空钢钎凿眼，风源来自地面压风机房。安装锚杆时使用专用锚杆安装机和风炮。二、炮掘工艺流程：交接班安全质量检查、准备校对中腰线风钻打眼（迎头眼）定放炮敲帮问顶临时支护打顶、帮部锚杆锚索进入下一循环。三、降尘方法1、采用湿式打眼，冲刷煤岩帮，放炮使用水炮泥，装岩洒水，放炮喷雾，水幕净化空气，个体防护等综合措施。2、距迎头3050米内设一手动水幕，距迎头1030米内设一微震水幕，距迎头10米内设一道远程喷雾。做到放炮喷雾到迎头，保证灵敏可靠。距迎头50m处设降尘水幕，施工距离达到100m时，在100m处再设一道降尘水

24、幕。每周对巷道全面冲刷一次，冲刷巷道内管线及风筒积尘。3、各卸载点必须设置洒水喷雾装置并能正常使用。第三节爆破作业一、爆破材料本矿井为低瓦斯矿井，施工时按高瓦斯矿井管理，故爆破材料均按高瓦斯矿井要求选用。炸药：选用二级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷直径为35mm，长度为200mm，150g/卷。电雷管：选用1-5段豪秒延期电雷管。镍铬桥丝，脚线为聚氯乙烯绝缘镀锌铁线脚线，长度2.0m，脚线电阻为0.6欧姆/米，直径为0.45-0.6mm，截面0.19635mm2，电雷管电阻4.8。爆破母线：选用聚氯乙烯绝缘七芯镀锌铜线，直径2.25mm截面4 mm2，长度为200m，电阻率为0.104. mm2/

25、m（0.09711.07=0.104. mm2/m）。发爆器：选用mfb-150型发爆器起爆。起爆能力150发，峰值电压2100-2300v，供电时间4ms，最大外电阻920，配用1#干电池4节。炮泥：采用炮泥密封，保证爆破效果。二、掏槽方式：采用复合对称掏槽。三、装药结构：采用正向装药结构。四、起爆方式起爆使用mfb-150型发爆器全断面分次起爆，串联联线。五、爆破要求：（一）周边眼要严格打在巷道轮廓线上。（二）各光面爆破炮眼最小抵抗线煤300mm岩500mm，炮眼密集系数为0.81.0。（三）有均匀眼痕的周边眼应不小于其总数的50%。（四）超挖尺寸不得大于100mm，欠挖不超过质量标准规定

26、。六、三人连锁示意图班组长下达装药命令 瓦检员检查瓦斯浓度 放炮员装药 瓦检员检查瓦斯浓度 班组长指派人员定点设岗 班组长对放炮员下达放炮命令 瓦检员检查炮后瓦斯附：炮眼布置爆破说明书附图3-1：炮眼布置图(1:50)表3.1：爆破说明书图3-1 炮眼布置图表3-1 爆破原始条件表序号项 目单 位数 量1掘进断面13.202涌水量m3/h103岩石性质f684沼气等级低沼气5炸药类型二级煤矿许用粉状乳化炸药6雷管类型15段毫秒延期电雷管表3-2 爆破参数表 序号眼 号炮 眼名 称眼数（个）眼距（m）眼深（m）角度()装药量（kg）起爆顺序11-6掏槽眼60.31.272650.15=4.527

27、-10掏槽眼40.32.073470.15=4.2311-18辅助眼80.61.890840.15=4.8iii419-24周边眼60.41.893610.15=0.9525-35底 眼110.41.8901140.15=6.6636-54辅助眼190.61.8901940.15=11.4iii655-71周边眼170.61.8901710.15=4.8合 计7137.2表3-3 爆破预期效果表 序号爆破指数单位数量1炮眼利用率83.32每循环进尺m1.53每循环爆破实体岩石量m319.84单位原岩炸药消耗量kg/ m31.885单位原岩雷管消耗量个/ m33.596单位进尺炸药消耗量kg/m

28、24.87单位进尺雷管消耗量个/ m47.3第四节装、运岩(煤)方式一、装岩（煤）方式工作面爆破落岩后采用p-60b耙岩机出矸。二、运输方式1、工作面采用p-60b耙岩机将岩石装到矿车上，矸石通过矿车运到皮带尾通过耙斗机将矸石装到皮带输送机上，运到地面卸载站。第五节管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定吊挂牢固整齐。电缆钩间距不大于3m，电缆下垂度不超过50mm。风水管接口严密，不得出现漏风、漏水现象，风管距迎头20m范围内使用6分胶管，20m外使用四寸刚管。风水管吊挂钩符合规定。风筒要逢环必挂，风筒口距迎头不大于10m。第六节设备及工具配备表4.2设备及工具配备情

29、况表序号名称规格型号数量备注1矿用提升机jtp-1.6/1.212矿用对旋通风机fbd5.0-21523空压机英格索兰14锚杆机mqt-120/2.2(130/2.3)25气动手持式钻机zqs-25/1.926风镐b50型47潜水泵矿用3kw38砼搅拌机jzc35019混凝土配料机pld-1200110喷浆机pz-5311耙斗机17kw1第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织基岩掘进施工采取三八作业制，每天安排二个班掘进，一班支护喷浆附表5.1：劳动力组织表项目部劳动组织配备表 表四队别工种名称班别及人数出勤小计在册小计备注掘进一班掘进二班支护班班组长22266掘进队打眼工444121

30、2耙岩司机11133放炮员11133支模、喷射手111上料工222电修工11133质检员11133拌料工111小计1010143434队干333合计3737机运队电、钳工11133绞车司机22266压风机司机11133运输工11133修理工333合计1818通风队瓦检员11133通风工11133合计66项目部项目经理55技术部33小计88总计6969第二节循环作业图表为保证正规循环作业的完成，充分利用工作时间，提高工时利用率，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，工序和工序之间合理交叉进行。表5.3主要技术经济指标顺序项目单位指标备注1每班在册人数人112每班出勤人数人103出

31、勤率%814循环进度米1.55效率米/工0.0266月循环次数个517月进度米76.58循环率%859炸药消耗公斤/米24.810雷管消耗个/米47.311锚杆消耗根/米13.7512树脂药卷卷/米27.513铁丝网9.1第六章生产系统第一节通风系统采用压入式通风，通风机选择一台fbdno6.0/215kw对旋式风机，设在副斜井井口处20m外，风筒选用800mm胶质风筒。一、掘进工作面风量计算(一)按ch4或co2绝对涌出量计算:q=100qk=1000.652.0=130m3/min（二）按工作面最多人数计算：q=4n=425=100m/min（三）按工作面同时起爆最大炸药量计算：q=25a

32、=219m/min（四）按局部通风机的实际吸风量计算：局部通风机设计吸入风量：460240m/min；实际吸入风量：368m/minv=368/（11.88*60）=0.52m/s，符合安全规程要求。（五）按风速验算1、按最低风速验算 q11.88600.15=106.9m/min2、按最高风速验算q11.88604.0=2851.2m/min根据计算结果工作面最小风量不得小于219m3/min，选用设备足以满足工作面通风需要。（六）局部通风机安装地点的需要风量局部通风机安装地点的需要新鲜风量必须大于460m3/min，严禁出现循环风和串联风。通过以上计算及验算，选择215kw对旋轴流局部通风

33、机（备用1台），压入式通风，配合直径800mm的风筒，即可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。四、局通风机安装要求和通风系统1、局部通风机安装使用局部通风机安设在距回风口不小于10m的新鲜风流中，配备双两台fbd6.0/2*15局扇，1台工作，一台备用。2、风筒的安装使用风筒采用800胶质阻燃风筒，风筒采用双反边连接，风筒吊挂在巷道的左肩部，风筒要吊挂平直，不许有死弯，确保风流畅通。工作面铺设硬质防炮崩风筒，避免放炮时将风筒崩坏或压瘪影响工作面供风。3、通风系统附：通风系统示意图第二节压风系统风源来自地面风机房，分别用6寸、2寸铁管接至迎头。地面压风机房风压为0.7mpa，迎头风压保持在

34、0.40.6mpa，风量141升/秒，供风距离1200米。压风系统：地面压风机房副斜井副斜井井底车场+885水平集中轨道巷迎头。第三节防尘系统1、+885水平集中轨道巷施工用水采用地面静压水池作为水源，用503mm钢管作为供水管路。水管距迎头20m范围内使用4分胶管，20m外使用二寸钢管，供水胶管通过分水器与供水钢管相连。掘进工作面供水管每50米安一个三通，迎头后50米范围内安装一道移动式全断面喷雾帘，喷雾帘必须保持完好并能覆盖整个巷道断面，爆破前后、耙装时开启喷雾帘喷雾降尘，喷雾帘必须保持完好，爆破前后、装煤时开启喷雾帘喷雾降尘，迎头使用放炮自动喷雾装置。（2）喷嘴的方向与风流的方向相反，且

35、喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。（3）工作面的巷道要保持湿润，走路时（煤）岩尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆迎风面的煤尘厚度不得超过2mm，巷道底板煤尘厚度不得超过2mm，堆积连续长度不得超过5m。（4）降尘方法采用湿式打眼、爆破采用水炮泥、扒装前洒水、爆破时喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。第四节防灭火1、+885水平集中轨道巷采用炮掘掘进，风动帮锚机、液压锚杆机打眼，顶、帮锚网支护，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。2、防灭火的主要措施是加强机电设备管理，杜绝失爆现象，钻眼后装药时必须将炮眼内的煤粉掏尽，药卷连接严禁用煤粉隔离，封泥要按规程执行，必

36、须使用水炮泥。3、电器巷道中有备用的沙子、岩粉可以直接使用灭火。4、井下使用的柴油、煤油和液压油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点。剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。5、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。6、地面静压水池作为防火水源，用503mm钢管作为供水管路。，经车场中敷设的供水管路直接接入迎头。水管距迎头20m范围内使用4分胶管，20m外使用二寸钢管，供水胶管通过分水器与供水钢管相连。掘进工作面供水管每50米安一个三通，施工中准备2个22.5米长的水枪，用4分钢管

37、制作，后接长度不少于30米的4分矿井用阻燃胶管。第五节安全监测系统一、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：距迎头不大于5米的巷道内，必须安设甲烷传感器，其报警浓度为0.8%，断电浓度为1.0%，复电浓度为0.8%。掘进工作面巷道内及回风流中所有非木质安全型电器设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯断电闭锁。甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300毫米。距巷帮不得小于200毫米。放炮时必须保护好探头，严禁放炮崩坏传感器探头。二、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、项目部领导、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对+885水平集中轨道巷范围内的气体进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报

38、警点为0.8%）必须及时处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填写“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，便携式甲烷报警仪必须保持常开，当报警时，必须停止工作立即撤人，及时汇报，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须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，不得进行作业。附表：矿井有害气体最高允许浓度附：监测系统示意图矿井有害气体最高允许浓度名 称最高允许浓度（%）一氧化碳co0.0024氧化氮（换算成二氧化氮no2）0

39、.00025二氧化硫so20.0005硫化氢h2s0.00066氨nh30.004第六节供电系统+885水平集中轨道巷施工期间，由矿变电所10kv引入施工现场，副斜井井口90米处设一台sd-n/630三相电力变压器，为副斜井地面各用电设备供电。井下供电由地面ks9-25010矿用电力变压器，变为660v电源,供副斜井井下施工用电。附：供电系统图第七节 排水、供水及降尘系统+885水平集中轨道巷长度为314.79m，工作面采用fqw10-80/csk矿用风动潜水泵直接将工作面涌水排至井下临时水仓内。副斜井井筒240m处，左侧是原矿井废巷，废巷长60多米，废巷往里5m处，砌一道砖墙高1m，宽0.3

40、7m，作为副斜井车场施工临时水仓，工作面水排至水仓，水仓水达到0.7m时，启动bqs20-100/2-18.5/n矿用潜水排沙泵排至地面，水沉淀后兼做凿岩水及降尘用水，用503mm钢管作为供水管路。采用一台150wq180-20潜水泵为工作面凿岩用水及降尘系统水源。防尘管理1、在掘进过程中，必须采取湿式钻眼、冲洗巷帮、使用粘土炮泥、爆破喷雾、装岩洒水和净化风流等综合防尘措施。2、作业人员必须做到个体防护，即佩戴防尘口罩。3、工作面防尘管路要及时接到位，每30米设置一个三通，并由班长负责在工作面爆破前后，耙斗机后20米巷道内必须洒水降尘。4、距工作面30米至50米安设爆破喷雾器，爆破工在联线后,

41、向外铺设母线时开启喷雾，爆破结束后，等待15min后进入工作面并关闭喷雾装置。5、设置入回风净化水幕：在风机吸风口外侧10米处设一道入风净化水幕；在距回风口30米内设一道回风净化水幕；在耙斗机后方20米内安设一道净化水幕。6、装岩前必须对爆落的岩石进行洒水降尘。装岩时，必须打开装岩机漏斗上方的喷雾，进行降尘。7、经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。8、回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。9、防尘工要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理。附：降尘系统示意图第八节 提升、运输系统1 提升运输本工程采用胶带运输机作为主提升运输排矸，采用jtp1.6/1.2绞车作为辅助提升系统，0.75m3侧翻矿车，绞

42、车钢丝绳为22nat619+fc1670zs型。轨道采用副斜井井筒内的原有钢轨作业临时运输轨道使用。为了进一步提高绞车提升安全系数，每次提升矿车数量不得超过3台。严格落实“一坡三档”安全管理制度，并在各车场下部5m设置挡车闸，并设专人管理。要求灯光信号齐全完好，并经常检查维护。料场15m内必须设置有效的挡车装置，并设专人管理。井筒根据实际需要设置躲避硐，严格执行人不行车、行车不行人的安全管理规定。2、排矸副井井底车场掘进工作面采用耙斗装岩机和0.75 m3侧翻矿车进行运输，将爆破后的岩石装矿车内，运输到皮带输送机前的翻矸平台，然后皮带头耙斗机装矸到皮带输送机运输到地面卸载站由自卸汽车转运至矿方

43、指定地点，就地排矸。3、下料在地面将掘进工作面所需物料装矿车内，利用绞车下放至工作面迎头后，由人工卸料并转运至工作地点提升绞车主要技术参数表 表3.1型号最大静张力（kn）提升速度（m/s）最大绳径（mm）钢丝绳最大破断力（kn）电机功率（kw）jtp-1.6/1.2252.522132第九节通讯、信号、照明井口设信号室，采用成套声光信号系统。在绞车房设电话、声光信号系统。在地面调度室安设一台程控电话交换机，工作面迎头、绞车房、地面压风机房安设电话，井下采用防爆电话，地面采用非防爆电话进行地面与井下、井下内部的通讯联络。绞车房、信号房、井下掘进工作面以及刮板输送机操作处安设电铃，实现+885水

44、平集中轨道巷的信号传输工作。在井底车场内每隔30m处安设防爆灯照明，各个转载点处安设防爆灯照明，掘进工作面、绞车房、各转载点处安设信号灯及电铃等通讯设施。第七章灾害预防及避灾路线一、灾害预防（一）防治瓦斯措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少2次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况。瓦检员要做到“一炮三检”并记录好。班组长使用便携式瓦检仪每2小时检查一次瓦斯浓度。2、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20m内，必

45、须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。3、炮眼布置，装药量、炮眼装填必须严格执行规定。4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记录备查。5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电闭锁装置。局部风机两路供电，可以正常切换，保证迎头正常供风。（二）防止自燃发火措施1、掘进巷道严禁堆积浮煤，及时清除积尘。2、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。3、完善防火管路系统（与防尘共用），维护好工作面防火管路、装备及设施。4、完善一氧化碳检测措施。5、防灭火措施：（1）巷道采用不燃性材料支护。发生冒顶时必

46、须用不燃性材料填实，然后进行喷浆。（2）掘进工作面必须安设双风机、双电源，并能自动切换，保证掘进工作面正常供风。（3）完善防尘系统，三通阀门齐全，有专用洒水软管，掘进巷道每周至少冲刷一次。（4）及时密闭盲巷，密闭质量符合要求。（5）加强机电设备管理，杜绝失爆，使用阻燃电缆，配电点用不燃性材料支护。（6）井下严禁拆卸矿灯。（7）工作面使用的润滑油、棉纱、布头和纸屑不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。工作面严禁存放汽油、煤油和变压器油。（8）工作人员必须熟悉工作区域内灭火器材的存放地点和使用方法。（三）防治煤尘措施1、采用湿式打眼，爆破使用水炮泥，炮眼填满封实，放炮前后对爆破地点30

47、米范围内洒水灭尘。严禁打浅眼，放小炮、明炮、糊炮，爆破使用专用发爆器，严禁明火、明电放炮。2、工作面距迎头10m内安设喷雾，距迎头1030m安设冲击波水幕，距迎头50m位置处安设一道净化水幕。巷道施工长度超过100m时，在100m位置处加设一道净化水幕。3、安设辅助隔爆设施，距掘进迎头60200m，以后每掘进200m安设一组水槽，水棚安装长度2040m，辅助隔爆设施水量应满足200升/平方米。禁止将水袋安装在支柱和其他设施后面（四）局部通风机无计划停风预案（1）凡未经批准的局部通风机停止运转，由于高低压供电系统停电、风机电器或机械故障原因造成局部通风机停风，不论时间长短都按无计划停风处理。（2

48、）掘进工作面开门前必须安设双风机双电源供风，自动分风、自动切换。主机使用对旋风机，电源每班检验一次，发现问题及时处理。（3）局部通风机下井前必须经过性能测定合格、设备完好。正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断风区内全部非本质安全型电器设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机范围内应停止工作，排除故障，待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作。（4）局部通风机要设专人负责，挂牌管理，保证正常运转。（5）局部通风机因停电等其它原因发生无计划停风时，班组长及安质员负责立即停止工作、切断电源、人员撤至全风压通风地点（具体地点根据施工现场确定），

49、并向矿安全指挥中心汇报，如专职司机在10分钟内无法恢复通风时，班组长组织人员在全风压巷道口打好栅栏、切断风筒，安排专人看管风机、禁止随意启动。（6）矿安全指挥中心必须及时安排人员查明局部通风机停风原因，进行处理，尽快恢复通风。并及时向矿总工程师、安监处、通防办公室汇报。恢复通风前必须检查瓦斯，若瓦斯浓度在1.0%以上时禁止恢复通风，并汇报安全指挥中心和通防工区，只有氧气浓度不低于20%、瓦斯浓度不超过1.0%、co2浓度不超过1.5%时方可人工恢复通风。（7）因主要通风机停风时，安全指挥中心值班人员要及时通知各掘进工作面立即停止工作、切断电源、并停止局扇运转，在巷道口设置栅栏和警标。（8）局部

50、通风机发生无计划停风，总工程师必须组织安全指挥中心、安监处、机电科及通防工区负责人进行分析处理，总结经验教训。二、避灾路线迎头发生水、火、瓦斯、煤尘、冲击地压等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离：1、发生水灾时，按如下路线进行撤离。迎头+885水平集中轨道巷副斜井井底车场副斜井地面。2、发生瓦斯爆炸，煤尘爆炸、火灾等事故，按如下路线进行撤离。迎头+885水平集中轨道巷副斜井井底车场副斜井地面。3、发生溃水事故时，按如下路线进行撤离。迎头+885水平集中轨道巷副斜井井底车场副斜井地面。附：避灾路线示意图第八章安全技术措施第一节施工准备1、成立以项目经理为首的安全管理机构，建立健全安全保证体系，

51、建立群众性的安全网和安全监督岗制度，坚持安全活动周制度，严格执行各种安全管理制度及安全措施。2、施工前，每一个参加施工的人员都必须学习煤矿安全规程、安全技术操作规程及上级有关文件中有关安全技术规定、任何人不得违章作业、违章指挥、违犯劳动纪律。3、所有下井人员必须熟悉水、火、瓦斯、煤尘等灾害发生时的避灾路线及各种灾害发生的征兆，处理办法，严禁携带烟草及引火工具下井。要自觉遵守井口的各种管理制度，严禁酒后下井。4、井下不准睡觉、不准打架斗殴、胡写乱画、行走时精力要集中、要注意躲避来往车辆，不准爬车或蹬钩随行。5、上下山要严格执行“行车不行人”制度，行人前要用信号或直接与把钩工取得联系，得到许可后方可行人。6、不准进入没有通风条件的独头盲巷和设有警标栅栏的硐室或巷道内。7、特殊工种，如各类司机、放炮员、机电维修等，必须经过专门培训，并取得合格证后方可持证上岗。8、严格按照设计施工，任何人不得任意更改设计，或不按设计施工。第二节“一通三防”管理 一、瓦斯管理安全技术措施1巷道要有瓦检员跟班，检查瓦斯变化情况，并在工作面进行交接班，严禁空班漏检。2严禁使用非防爆设备，杜绝电气设备失爆，消灭爆炸火源，严禁带电作业。3班组长必须携带便携式瓦斯报警仪