640采区轨道巷作业规程(南)

第一章概况

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为640采区轨道大巷。

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的：为满足运送设备物料、行人、进风、管线敷设等用。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计总长度1330m,已经掘进945m,还剩385m,现准备继续向前施

工，该巷道服务年限与矿井服务年限相同。

四、预计开、竣工时间

根据生产计划安排，本掘进工作面自2017年7月份上旬开工，预计2017

年10月底竣工。

第二章地质及水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

待掘巷道地面相对位于本矿工业广场，地面标高平均+930m左右，地表无

建筑物、河流、水库等，巷道以东是集中皮带运输巷，以西是9#煤一采区西

翼各个采掘工作面采空区，采空区与现准备施工的巷道留有30m的净煤柱。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、层间距

该掘进巷道开门位于9#煤层中，沿着9#煤掘进到设计位置后，在按照中、腰

线向北施工，先后经过9#煤与7#煤之间的岩层，与副立井车场段贯通；贯通后在

向南按照中腰线施工，随着向南掘进先后经过9#煤、10#煤、11#煤与7#煤之间的

煤岩层。

9#煤位于太原组一段顶部，俗称“毛四尺”，K2石灰岩为其直接顶板，底

板为砂岩，上距7#煤26.12m,下距10#煤5.8m,煤层厚度1.38—1.56m,平

均L43m,该范围水文地质条件简单，煤岩层结构简单，属稳定可采煤层。

煤层厚度间距表

煤层厚度(m)煤层间距(m)可

地层煤层结构顶板底板

煤层最小~最大最小〜最大采稳定性

单位及夹砰岩性岩性

平均平均性

山西组0.00-1.10局部

218.25〜26.65简单(0)不稳定泥岩泥岩

(P1S)0.54可采

20.62

0-1.47局部砂质

46.77-11.70简单(0)不稳定泥岩

0.29可采泥岩

7.24

0-1.45局部砂质砂质

518.51〜23.46简单(0)不稳定

0.47可采泥岩泥岩

21.26

0.60-1.39局部砂质

太原组719.25〜28.65简单(0)不稳定灰岩

0.66可采泥岩

(C3t)25.62

1.20-1.55砂质

92.73-6.90简单(0)稳定灰岩

1.43泥岩

5.81全区

1.20-6.21简单-复杂砂质

101.30-5.87可米稳定泥岩

3.84(0-5)泥岩

0.80-4.572.89

11简单(0T)稳定泥岩泥岩

1.96

二、瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

1、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性

据山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿9#煤层煤尘的测定结果，煤尘

火焰长度＞400mm,加岩粉量85%,煤尘有爆炸危险性；10#煤层煤尘的测定结

果，煤尘火焰长度＞400mm,加岩粉量85%,煤尘有爆炸危险性。

2、据山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿9#煤层的测定结果，煤层吸

氧量为0.SgcnVg,自燃等级为］［级，为自燃煤层；10#煤层的测定结果，煤层

吸氧量为0.62cnf7g,自燃等级为n级，为自燃煤层。

3、根据山西省煤炭工业厅晋煤瓦办发（2014）636号文件《关于山西灵

石昕益旺岭煤业有限公司矿井联合试运转期间瓦斯等级鉴定结果的批复》，矿

井瓦斯相对涌出量为1.32m3/t,绝对涌出量2.31m〉min,其中，回采工作面最

大涌出量为0.26mVmin,为瓦斯矿井；属于II类自燃煤层。本区平均地温20℃,

无地温异常现象。

4、由于该巷道绝大多数是岩石巷道，瓦斯及有害气体相对较少。

三、煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性

据地质报告及各矿井开拓情况，该矿无煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性。

本区平均地温20℃,无地温异常现象。

第三节井田水文地质特征

一、井田水文地质条件

1、地表水

井田内主要河流是交口河（小河）的支流卧牛神河，卧牛神河从井田西部边

界附近流过。

交口河（小河）：河床平均纵坡20%。。交口河除孙义河和卧牛神河常年有

清水出流外，平时水量不大，旱季常年断流，据测常年水径流量约为873万立

方m,主要以洪水为主，为半季节性河流，沿河各村可引洪水灌溉。

井田内其它沟谷均属季节性溪流，为汾河水系的上游支沟，河床坡度大，

河床宽100-300m,均受大气降水影响，除雨季洪水期水量大外，一般水量很

小，甚至断流。

现主斜井标高928.206m、副立井标高952.473m、回风立井887.800m和工

业广场等主要建筑均高于当地洪水位859m标高。

2、井田内主要含水层

（1）奥陶系中统灰岩岩溶裂隙含水层（碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组）

主要为奥陶系上马家沟组、峰峰组灰岩，是煤系地层之基底，埋于井田深

部，岩性为海相厚层状石灰岩，主要成分为碳酸钙，容易被水所侵蚀溶解而形

成溶洞。据曹村详查区资料，位于上部的峰峰组岩溶不发育，裂隙均为方解石

及石膏充填，富水性差;上马家沟组中、上部岩溶裂隙发育，富水性中等。峰

峰组厚120-160m,上马家沟组钻进70m,水位标高543.95-554.08m。单位涌

水量O236-0.412L/s・m,渗透系数0.4952-0.806m/d,水化学类型

S04・HCO3-Mg・(K+Na)・Ca型,矿化度1.7g/L。根据井田西邻距离约1.5km的

银源华强(原为靖烽煤化有限公司)水井资料，该井由灵石县水利机械凿井队

2008年2月至2008年6月施工，含水层为奥陶系上马家沟组灰岩，岩心在

426.0-463.5m破碎，512.2-542.5m溶洞，裂隙发育,井深598.3m,出水量

201113/11(480111；7#,水位标高539.5111。据此水井资料与郭庄泉水位标高，推测井

田内奥灰水水位标高约538.6-540.0m,9、10、11号煤层底板最低标高低于奥

灰水水位，在井田北部和东部分别存在3处带压开采区，应引起煤矿的注意。

本井田外，有个别水点奥灰水水位较高。距井田正北约20km处的高阳煤

矿峰峰组突水，水位标高720m左右。本井田奥灰水突水系数虽然在安全范围

内，但也应引起矿方的高度重视。

(2)碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩层

分布于全井田，为岩溶裂隙含水层，该组地层井田内厚约63.93m-105.28m,

平均厚85.39m,除砂岩、砂质泥岩、泥岩外，有三层发育良好且易被水溶解

的海相石灰岩((、的KJ,厚度约11.1m-20.36m,平均厚16.82m,为本组

的主要含水层，富水性弱至中等，根据本次施工的水文孔ZK1-2的抽水试验资

料，水位降深：58.17m,单位涌水量q=0.00165L/s-m,渗透系数K=0.00438m/d,

影响半径38.51m。水化学类型C1•HCO3-(K+Na)型，矿化度0.82g/Lo

(3)砂岩碎屑岩类裂隙含水岩层

主要为％、L、降三层砂岩含水层及层间砂岩裂隙水为层间裂隙水，其富

水性视岩层裂隙发育程度，补给条件而异，富水性弱。根据本次施工的水文孔

ZK1-2的抽水试验资料，水位降深：119.32m,单位涌水量为0.00092L/s.m,

渗透系数0.00454m/d,影响半径80.40m。水化学类型C1•HCO3-Na型，矿化

度0.82g/l。其补给来源为大气降水，是2号煤层的直接充水来源。

(4)松散岩类孔隙含水岩层

主要分布于井田西中部边界的卧牛神河沟谷中，厚度OTOm,岩性主要为

现代冲洪积物。仅在井田西南部，厚度较大，富水性较好。水位埋藏深度浅，

补给来源主要为大气降水及季节性河流的渗透补给，受季节影响较大。

3、井田内主要隔水层

井田内的隔水层主要为中石炭统本溪组泥岩隔水层及碎屑岩类含水岩组

的层间隔水层。

本溪组隔水层：厚度约7.55m-26.02m,平均厚16.37m,岩性由铝土质泥

岩、砂质泥岩、粘土岩组成，岩性致密、细腻，井田内连续稳定，隔水性能好,

与井田内11号煤下部太原组地层一起构成良好的隔水层。

碎屑岩类层间隔水层：由泥岩、砂质泥岩组成，分布于各类含水层砂岩、

灰岩之间，在垂向上含、隔水层组合成平行复合结构，含、隔水层处于分散间

隔状态，含水层间的水力联系被其间的隔水层所隔，形成独立的含水体系，地

表沟谷切割处常沿隔水层顶板出露小泉水。

第三章巷道布置及施工工艺

第一节巷道布置及工程质量标准

一、巷道布置

640采区轨道巷已经掘进945m,还剩385m,现准备继续向前（南）按照

180°真方位和按3%。上坡掘进，当向前掘进164米后见10#全煤，见10#全煤

后，再沿着10#煤底板向南掘进。

附：巷道平面位置图

第二节支护设计及工艺

一、巷道断面

巷道断面形状为半圆拱形，19.Om2,S承=17.2m1净宽4.8m,净高

4.12m,腰线上荒2.55m,腰线上净2.4m,腰线下1.72m,巷道用混凝土铺底

0.12m；巷道喷射厚度0.15m,基础深度0.1m,水沟净宽0.4m,净高0.4m。

2、当见地质构造时：

二、永久支护设计

（一）、巷道顶板完整段或岩石较硬时

采用锚网喷作为永久支护，支护材料螺纹钢锚杆、钢丝网、喷射混凝土（水

泥、砂子），锚杆间距拟定为0.8m；每根锚杆使用不少于两块K2385树脂药

卷,喷体厚度150mm。

按悬吊理论计算锚杆参数：

1、锚杆长度计算：

L=KH+L,+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；

L一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

〃一锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

其中：H=A=4=0,45（m）

2f2x5.00

式中：B—巷道开掘宽度，取4.5m；

f~岩石坚固性系数，砂质页岩取5（选取最小值）；

则£=2X0.45+0.5+0.1=1.5（m）

2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：

a-'KMi

式中：a—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力，60KN/根；

H—冒落拱高度，取0.45m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；

K—安全系数，一般取K=2；

60

a=J2x0,45x25.48=1.60

3、锚杆选型

通过以上计算，选用直径18mll1、长度2000mm的螺纹钢锚杆，锚杆间距为

800mm,排距为800mm完全符合要求。

4、锚杆外漏10-50mm,锚网压茬100-150mm,喷浆厚度150mm。

（二）、巷道顶板不完整和压力较大的地方

1、采用锚网喷+“U”型棚支护，选用36#“U”型钢做成“U”型的伸缩

性支架，“U”型支架分三段，棚拱和左右棚腿各一根，具体数据见附图（“U”

型棚支架加工示意图）。

2、棚距1m,腿窝150mm,锚杆长度2m,直径18mm,锚杆外漏10-50mm,

锚网压茬100T50mm,喷浆厚度300mm。

（三）、当见10#全煤后

1、巷道采用锚索+W钢带+锚网喷支护，锚索呈三二三的方式进行打设，

第一排打设3根锚索，锚索的间距为1.6m,第二排打设2根，锚索间距为2.4m,

第三排同第一排，以此类推。

2、锚杆长度2m,直径18mm,锚杆外漏10-50mm,锚网压茬100T50mm；

锚索长度为10米，打到9#煤灰岩以上一米，喷浆厚度150mm。

3、锚索安装工艺

①、打锚索眼

打锚索眼前，首先敲帮问顶，检查施工地点围岩和支护情况，然后根据锚

孔设计位置要求，确定眼位，并做出标志，竖起钻机，使锚杆机和钻杆处于正

确位置，开钻使钻头定位岩面，确保开眼位置正确，开始钻眼时，用低转速，

随着钻孔深度的增大，调整到合适的转速。软岩条件下，高转速钻进，硬岩条

件下，低转速钻进。严格按锚索长度钻眼，眼深5.0m,锚索眼必须与巷道面

垂直，眼深误差+50mm,偏差+150mm。

②、安装、锚固锚索

a、检查锚索眼质量，不合格的及时处理。

b、把锚索末端套上专用驱动器，拧上导向管并卡牢。

c、后，卸下锚杆机。

③、张拉和紧固锚索托盘

锚固剂凝固1小时后进行张拉和紧固锚索托盘工作

a、卸下专用驱动头和导向管装上托盘、锚具，并将其托上紧贴顶板位置，

垂直巷道安设，把张拉油缸套在锚索上，使张拉油缸和锚索同轴。

b、开泵进行张拉并观察压力表读数，分级张拉，分级方式为0—30KN一

60KN—90KN--120KN—160KNo达到设计预紧力或油缸行程结束时，迅速换向

回程。

c、卸下张拉油缸用液压剪下锚索外露部分，上锚索托盘后，锚索外露部

分150-300mmo

三、支护方式

1、临时支护

采用三根长度不小于3.5m长的8"槽钢制成的前探梁做为临时支护，放炮

前迎头最大控顶距WO.5m,循环进度为1.0m,放炮后前探梁最大临时空顶距

不得大于1.5m,前探梁采用金属螺纹锚杆和吊环固定，每根前探梁不少于2

个吊环。吊环用配套的锚杆、螺母固定，每根锚杆用不少于2块树脂锚固剂。

前探梁上方用规格为：长义宽X厚=1500X200X30mm小板梁接顶，前探梁与

迎头的端面距不得大于0.3m。

2、永久支护：

(1)、顶板完整或岩石较硬时

在前探梁的掩护下及时扒装，然后初喷，待初喷层凝固后，及时打锚杆、

安装锚网、锚杆、复喷，复喷距离迎头不得超过15m。

(2)顶板破碎或过地质构造时

在前探梁的掩护下及时扒装，然后初喷，待初喷层凝固后，及时打锚杆、

安装锚网、锚杆，然后架棚，最后复喷，复喷距迎头不得超过15m。

(3)、见10#全煤后

在前探梁的掩护下及时扒装，然后初喷，待初喷层凝固后，及时打锚杆、

锚索。

附：巷道支护断面、平面图、前探梁临时支护图

3、巷道卫生

1、巷道内无积杂物，无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m,深度

不超过0.1m)

2、浮肝(煤)不超过轨上平面，水沟畅通

3、材料、工具码放整齐，挂牌管理

4、支护参数

锚杆间距0.8m锚杆排距0.8m

锚固力60KN锚喷层厚度15cm

锚杆外露5cm混凝土强度20Mpa

锚索间距1.6/2.4m锚杆排距0.8m

锚固力160KN锚喷层厚度15cm

锚索外露15-30cm混凝土强度20Mpa

基础深度10cm预紧力距200N.M.

5、如果铺轨道时，按画好的中、腰线铺设，轨枕间距800mm,误差±50mm；

6、巷道卫生：风筒挂在右帮，风筒距顶板为200mm，并吊挂一条线，无破

口，接头严密无漏风：风水管路挂在右帮，距顶板为600mm，并吊挂一条线,

无漏风漏水；电缆挂在左帮，距顶板为200mm，并吊挂一条线；物料分类码放

整齐；巷道内不得有脏杂物；不得有淤泥积水，不能有浮煤（肝）；

7、巷帮自底板向上1600mm每隔1.0m打一吊挂眼，眼深不少于300mm。

三、锚杆安装工艺

1、打锚杆眼前，首先按中、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

掉活砰、危岩，确认安全后方可开始作业。锚杆的位置要准确，眼位误差不得

超过100mm,眼向误差不得大于15°。锚杆深度应与锚杆长度相匹配，打眼时

应在钎子上作好标记，严格按锚杆长度打眼，深度1.6m,锚杆眼打好后，应

将眼内的眼渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探梁的掩护下操作。打眼的

顺序，应由外向里先顶后下的顺序依次进行。打底角锚杆时，向下拨角45。。

2、安装前先检查锚杆的布置形式、孔距、孔深、角度等是否符合要求，

不合格的要及时处理。安装前将孔内的积水、岩屑吹干净，扫孔时操作人员应

站在孔口的一侧，眼孔方向不得有人。然后将树脂药卷送入眼底，用锚杆顶住

开始搅拌，搅拌时间10秒左右或搅拌不动为止，其过程中不得停顿，要一锚

到底。

3、挂网时，作业人员站在脚蹬架上操作，要有专人监护顶板的安全情况,

发现问题及时处理。挂网时，卸开一根锚杆后要及时安好网并将螺母紧固牢固,

严禁多根锚杆同时卸开。网与网要相互压茬，压茬要严密并紧贴巷道顶帮。

三、喷射混凝土

1、准备工作

（1）先整理变形的网，将松动的螺母重新上紧，检查锚杆是否合格，不

合格的要及时补打。

（2）清理现场的砰石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急

转弯，接头要严密，不得漏风，严禁将抗非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）喷射前高压水冲洗巷帮，并安设喷厚标志。

（5）喷射人员要佩带齐全有效的劳保用品。

2、喷射混凝土的工艺要求

喷浆时要先从墙基开始，自下而上进行，喷枪应与喷面保持垂直，喷口距

壁面0.9〜1.0m。人工拌料时采用潮料，水泥、沙搅拌均匀。

喷射时，喷浆机供风压在0.4Mpa,水压比风压高0.IMpa左右，加水量凭

射手的经验控制，最合适的水灰比是0.4-0.5之间。要根据出料的变化，调整

水量，保证喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强，回弹料少，一次初喷厚

度50mm,复喷距迎头不得超过5m,复喷前必须用高压水重新冲洗受喷面。

开机时要先给水，后给风，再开机，最后上料，停机时要先停料，后停机,

再关水，最后停风。喷射时严禁将喷枪头对准人员，要一次喷够厚度，复喷完

毕后要及时清理回弹物，并当班将料用净，喷层必须连续洒水养护28天以上,

7天以内每班洒水一次。当班喷射结束后，必须卸开喷头，将喷浆机、料管内

外清理干净。

4、喷射质量

喷射前必须清洗岩帮，清理浮砰，喷射均匀，表面平整圆滑，无蜂窝孔洞,

无裂隙，无露网、锚杆、露喷现象。

5、施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂管理牌，码放

整齐。

四、架棚工艺

1、使棚前要先检查顶帮的安全情况，找掉活肝及危岩，确认安全后方可

开始检查巷道断面规格，不符合规程规定时要先进行处理。

2、棚架要正交于巷道，拱形顶梁两端口要水平不得山水，棚腿上、下竖

直，不得前倾后仰。

3、挖腿窝前必须将前探支护加固牢固并将两帮腰牢，确保安全后量好棚

距，按中线和下宽定腿窝位置，按腰线（或煤层底板）确定其深度，把腿窝挖

至设计深度（实底）；底板是软岩（煤）时，要穿鞋。挖腿窝时，须由专人监

护顶帮安全情况，发现问题及时停止作业进行处理。

4、架拱形梁时人工头将U型棚运至指定位置后用前探梁拖住，然后调试

棚头，调试好后加固牢固，抬棚拱时不得少于6人，人员站在综掘机两侧安全

地点的工作平台上来调试棚拱位置。

5、确保安全后架设两侧棚腿，竖上棚腿并调整到要求位置。

6、调整好棚腿后，将U型棚拱与棚腿结合部用卡缆板连接牢固，卡缆上

的螺母要紧固牢固，然后按设计要求将顶帮串实背牢。架棚期间禁止人员在下

方逗留或通过，卡缆板螺母要用力矩扳手上牢固，不得有松丝扣现象。

7、串顶背帮材料要紧贴围岩，不得松动或空帮空顶。顶部和两帮的背板

应与巷道中线方向平行，其数量和位置应符合规定。

第四章施工工艺

第一节、施工方法

一、岩石较硬段使用炮掘。

1、施工时采用风钻湿式人工打眼，正向爆破落煤，迎头采用耙装机将肝

石装入矿车，经刮电机车运至副立井。

2、施工前，首先对巷道10m范围内巷道两帮进行检查，把巷内的风筒、

电缆、管线及电器设备等妥善保护，防止打坏。

3、开门放炮时班组长必须派专人到所有与开门地点相连通巷道内距开门

点100m(拐弯巷道75m)以外站岗；站岗时必须有掩护体，站岗前必须先

巡视警戒线内是否有人，站岗处必须拉绳、挂牌，否则不得放炮，待放炮完毕

后，设置站岗班长方可亲自撤回岗哨，解除警戒。

4、放炮前必须保护好所有的设备及电缆管线，否侧严禁放炮。

二、顶板破碎或岩石较软段采用综掘机掘进。

切割时要先形成一个自由面，再自上向下切割。在断面的中间左帮开刀，

向右水平切割，至右帮止，沿右帮向下切割至底板后，再向左切割至左帮底脚,

然后向前挪移综掘机，从下向上、从左向右切割；最后再有左帮由下向上割出

拱形弧。每次截割深度300mm,切割的同时启动装载星轮和刮板运输机、皮带

转载机运送割下的砰石，多次重复切割直至完成整个循环进尺。(附：切割顺

序图)

第二节、凿岩方式

1、打眼机具

采用YT—28型风钻打眼，压风来自地面压风机房。新系统未形成前使用

电力来源于二水平配电室，使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供迎头设

备用电。待系统形成后采用中央配电室的电源，使用不同平方的电缆经过综合

保护开关，供迎头综掘进机等设备用电。

2、降尘方法

(1)、采用湿式打眼；水炮泥定炮；炮前炮后、擢煤时洒水；设置净化水

幕，每天冲刷巷道一次。

(2)、使用好总掘进防尘设施，设置净化水幕，每天冲刷巷道一次。

第三节爆破作业

1、掏槽方式：楔式掏槽。

2、炸药、雷管：使用RM-II型二级煤矿许用硝胺炸药、1-5段毫秒延期电

雷管，电雷管必须编号，最后一段的延期时间不得超过130ms。

3、装药结构：连续柱状，正向装药。

4、起爆方式

起爆使用MFB-200型发爆器，全断面分次装药，分次起爆的施工方法。联

线方式为串联连线，正向爆破，煤岩不得一次起爆。煤岩要分打分装。

爆破说明表

炮炮装药量角度

药线炮眼

眼眼每孔总装总装放炮爆破

结

方深度眼数水平竖直

名编顺序方法

构

式药量药量重量

(m)（个）

称号（块）（块）（Kg）右左仰俯

掏槽眼1-41.343121.265°65°00°1

5-10

1.2112222.290°90°0°0°2

41-45

11-201.2101.5151.590°90°0°0°2

周

正

边40、461.221.530.390°90°0°0°2

向串眼

装联次

21-381.2181.5272.790°90°0°0°2

药连爆

结线破

39、471.221.530.390°90°0°0°2

构

顶眼50-651.2161.5151.590°90°85°3

48、49

帮眼1.241.560.690°90°85°4

66、67

底眼68-781.2113333.381°81°90°5

煤岩眼合计7813613.6

附图：炮眼布置图

第四节、综掘机性能及参数

1、采用EBJ-160型掘进机，使用坡度±16°

2、主要参数

(1)外形尺寸：9.4X2.48X1.62m；(2)铲板宽度：2.9m；(3)重量：

45t；(4)总功率：286KW；(5)可掘巷道最大高度：4.7m；可掘巷道最大宽

度：5.6m；可掘巷道断面形状：任意；可经济截割煤岩硬度：W60Mpa

(6)截割头最快速度：55r/min,截割头最大摆动角度(以截割臂水平对

中为基准)上42°,下31°,左右±39°o

(7)喷雾形式：内、外喷雾除尘。

第五节、煤、砰石、材料的运输方式

一、炮掘时运输方式

施工中，肝石经过耙装机装入矿车，经电机车运至副立井，再经副立井提

升至地面肝石场。

二、综掘时运输方式

总掘进切割后装入装入矿车，经电机车运至副立井，再经副立井提升至地

面砰石场。

三、材料运输方式

该施工地点所使用的材料由地面经副立井提升至井底车场，经电机车运输

至施工地点。

第六节、管线及刮板运输机敷设

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应吊挂牢固整齐。电缆

钩的悬挂间距不得超过3m,不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。水管

要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20nl范围内使用一寸胶管，20m外

使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。刮板运输机铺设

要及时，扣件要齐全并牢固有效。

第七节、设备及工具配备

设备及工具配备情况表

序号设备工型号规格备注

具名称单位数量

FBDNo6.3FBDNo6.3型台

1局部通风机30KW-2

2风钻YT—28型部3备用1部

3发爆器MFB-200台1

4耙装机部1

5综掘进机EBJ-160部1

6矿车台5

第八节使用综掘机安全技术措施

1、掘进机司机必须经专门培训考试合格后方可持证上岗作业，司机必须

熟悉掘进机的性能、结构和操作方法。

2、开机前、接班后司机应配合班组长认真检查迎头的围岩、支护、通风、

管线等情况以保证工作区域安全整洁、无障碍物。

3、开机前，必须对机器各部件进行全面检查，确保各部件灵敏完好时方

可启动机器。

4、开机前，必须发出警报信号，合上隔离开关，按操作规程进行启动，

按操作规程进行启动，一般启动顺序是液压泵一一胶带转载机一刮板输送机一

装载部截割部。

5、启动掘进机前必须提前3分钟发出信号，只有在铲板前方或截割臂附

近无人时方可启动掘进机。

6、开机前必须有正副两名司机，一人操作一人观察，发现不正常情况立

即停机，司机不得擅自离开，如离开操作台前必须断开电气控制开关及掘进机

上的隔离开关。

7、掘进机无冷却水、内外喷雾不正常严禁开机，内喷装置的使用水压

1.5Mpa,不得大于2Mpa,外喷雾装置的使用水压不得大于1.5Mpa。

8、切割时司机必须按照规定的切割深度、线路进行，禁止随意改变切割

路线和切割深度。

9、掘进机启动时和运行中，机前及切割臂回转范围内、铲板、刮板输送

机、转载皮带上不得有人，综掘机后二运机头设专人监护清理。

10、司机在移动和改变掘进机的作业方向时，必须他人注意，以保证安全。

11、切割头切割时有效切割深度不得超过300nlm,不得留死角，严禁强行

推进。

12、掘进机前后及左右浮煤应及时清理干净。

13、如果要将机器从底板提起进行修理，应在履带下面垫上木垛，以确保

机器稳定。

14、截割头必须在旋转状态下才能割煤，截割头不得带负荷启动，推进速

度不易太快，禁止超负荷运转。

15、截割头在最低工作时，禁止将铲板抬起，截割部与铲板间距不得小于

300mm,严禁截割臂与铲板相碰。

16、掘进机向前掏槽时，不得使截割臂处于左右极限位置。

17、除正常检修外，每割完一个循环，司机和跟班维修工必须检修一次掘

进机，紧固一次截割机头螺丝。

18、油管破损、接头渗漏应及时更换和处理，更换油管时应先卸压，以防

压力油伤人和油管打人。

19、班长、司机、机电维护员必须现场交接班。

20、掘进机司机必须按规定管理好专用工具，严禁丢失。

21、当班出现过载、过热等现象时，不得强行运行。

22、发现问题必须及时处理，不得带病作业。

23、工作地点风量不足，防尘设施不完好不准作业。

24、司机作业时，精神要集中，开机要平稳，看好方向线，并听从迎头人

员指挥，前进时将铲板落下，后退时将铲板抬起，一旦发生紧急情况必须使用

紧急停按钮，立即切断电源。

25、每次切割循环进尺2m,然后退机进行顶帮检查。如顶板破碎、不完

整应缩小循环进尺为0.8m,并改变支护形式。顶板破碎处套矩形棚支护，棚

距800,梁长净里与巷道净宽相等，腿长2.4m,顶穿枇子8块，帮穿5块，每

棚不少于4块木楔，4根撑棍；加工10棚备用料，码放在料场。机后两帮支

护要及时跟齐，在支护里帮时，必须停机、停皮带施工。

26、如顶板有裂隙、淋水加大时，综掘机上转动部向后加盖一层用皮带机

皮带做的防护盖防水，在综掘机后对集中出水点按铁皮槽接管子集中导水，在

低洼处打水仓集中排水，确保流水不进入煤流系统。

27、工作面从开窝起必须按样板头标准施工（包括管线吊挂、工程质量、

文明生产等）；工作面电绞胴室及皮带机头胴室到位后必须一次性按设计施工

完成。

28、工作面两道小绞车必须打基础且绞车与轨道间距不得小于500mm。巷

道宽度不够时应施工电绞耐室。

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

一、炮掘时劳动组织

采用“三八”制作业，早、中班每班1.5循环，循环进尺1m,夜班喷浆、

维修设备等。

出勤人数

工种

IIIIII合计

打眼工4408

爆破工1103

耙装机司机1102

维修工1124

支护工33612

班长1113

验收员111

合计1212934

二、综掘劳动组织表

采用“三八”制作业，早、中班每班2.5循环，循环进尺0.8m,夜班喷

浆、维修综掘机等设备。

种综掘验收出勤

班长支护运输工机电工备注

班机手工合计

夜班16303112

早班13311111

中班13311111

合计310925334

注：本表中未列出干部配备人数

第二节循环作业图表

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，工序和工序之间尽量做到交叉进行，充分利用工作时间提

高工时利用率。

附：炮掘正规循环作业图表、综掘循环作业图表

第三节主要技术经济指标

一、炮掘主要技术经济指标表

序号项目单位指标备注

1每循环在册人数人12

2每循环出勤人数人11

3出勤率%91

4循环进尺M1.0

5效率M/工0.087

6月循环次数个78按26天/月计算

7月进尺m78

8炸药消耗公斤/m13.6

9雷管消耗个/m78

二、综掘主要经济技术指标

序号项目单位指标备注

1每循环在册人数人12

2每循环出勤人数人11

3出勤率%91

4循环进尺M0.8

5效率M/工0.116

6月循环次数个130按26天/月计算

7月进尺m104

8循环率%100

第六章生产系统

第一节通风系统

施工过程中，采用压入式通风，FBDN£3型2X30KW对旋轴流式局部通风

机，安设在巷道宽畅地点距回风口不小于10m的新鲜风流中。

一、掘进工作面风量计算：

风量计算依据：按照国家发展和改革委员会下发的《煤矿生产能力

核定的若干规定》，认真贯彻落实国务院提出的“以风定产”等煤矿瓦斯

治理措施，按下列要求分别计算，选取最大值。

（一）按瓦斯涌出量计算

Qa-100Xq瓦k掘通

=100X0.78X1.6=124.8（m7min）

式中：Q.一掘进工作面实际需要的风量，（nf7mim）；

q瓦掘一掘进工作面瓦斯绝对涌出量，(0.78m3/mim)；

k掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取A'掘通=1.6o

(二)按二氧化碳涌出量计算

Q«=lOOXqXk掘通:100X1.2X1.8=216(mVmin)

式中：。搦一掘进工作面实际需要的风量，(nrVmini)；

电豳一掘进工作面二氧化碳绝对涌出量，(1.2m7mim)；

攵掘迦一工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数，取“通=1.8

(三)按炸药量计算

Q掘=25XA-25X13.6=340(m3/min)

式中：)一掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，13.6Kg。

(四)按人数计算

Q掘-4Xn-4X12=48(m3/min)

式中：n-掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。

(五)按局部通风机的实际吸风量计算

Qts=Q同机XI-600X1=600(m7min)

式中：Q施一掘进工作面局部通风机的实际吸风量550nl3/min

/一掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取2台。

通过以上计算，拟选FBDNQ6.3型2X30KW对旋轴流式局部通风机，额定吸

风量在370-600m^/min之间，取最大值600m'/min。

为防止局部通风机发生循环风，通风机吸风口至掘进工作面回风道口之间

的最低风速不得低于0.15m/s,局扇安装处的风量为：

Q配风=600+(0.15X17.2X60)=754.8(m3/min)

二、掘进工作面风速验算

(一)按最低风速验算

掘进工作面的最低风量

Q岩掘=15XS掘=15X17.2=258(m'/min)

式中：S期一掘进工作面的断面积，17.2m2；

754.8m',/min>258m3/min

(二)按最高风速验算

掘进工作面的最高风量

Q岩掘=240XS掘=240X17.2=4128(m3/min)

式中：S掰一掘进工作面的断面积17.2m?

754.8m,7min<4128m'/min

258m'7min<754.8m3/min<4128m,7min

通过以上计算及验算确定风量为754.8m%nin,放炮后可延长进入工作面

时间，待炮烟吹散后进入迎头，选择的局部通风机，可满足掘进工作面的风量

要求，并符合有关规定。

三、局部通风机安装地点和通风系统

（一）、局部通风机安装地点

1、系统形成前：局部通风机应安装在集中轨道巷新鲜风流中，距回风口

不小于10m。

2、系统形成后：局部通风机应安装在640采区轨道巷新鲜风流中，距回风

口不小于10m。

（二）、通风系统

新风路线：地面一新副立井一井底车场一640采区轨道巷一迎头。

乏风路线：迎头f640采区轨道巷联络巷一集中皮带运输巷一东、西集

中回风巷一回风立井一地面。

附：通风系统图

第二节防尘系统

防尘水源来自地面静压水池。在迎头5m内安一组手动爆破喷雾。距迎头

30m处安设一道能封闭全断面净化水幕，并随掘进随前移。采用湿式打眼，定

炮使用水炮泥，爆破前后洒水、扒装洒水、定期冲刷巷帮、净化风流、总掘进

机防尘设施，个人佩戴防尘口罩等综合防尘措施。

附：防尘系统图

第三节防灭火

防火的重点是防止外部热源如明火、电器设备超载运转造成设备过热、电

流短路、静电放电、设备和机械冲击摩擦生热、电器设备失爆、电缆漏电以及

人为火灾。

一、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在专用的铁桶内，

并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油洒在井巷或胴

室内。

二、所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法和灭火器材的存放地点。

在各部皮带机头处各备有不少于0.2m3的灭火砂及两台MFZ-8型灭火器，以备

应急使用。

三、采用阻燃电缆、抗静电胶质阻燃风筒、阻燃皮带。

四、巷道空隙和冒落处用无腐蚀性、无毒性的材料进行处理。巷道中出现

的冒顶区及时进行防火处理，并定期由通防部门进行检查。

五、防尘系统：

防尘水源来自地面静压水池一新副立井一井底车场一640采区轨道巷一用

①151nm防尘水管接至迎头。

六、防火系统：

防火水源来自地面静压水池~新副立井一井底车场一640采区轨道巷-＞用

中15mm防尘水管接至迎头。

七、所有工作人员发现井下火灾时，应视火灾性质，立即采取一切可能的

方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。

第四节安全监测监控系统

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：

1、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。

2、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停

止工作，进行处理。

3、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，

不得通电或检修。

二、安全监测监控系统

1、为加强对掘进工作面安全的监测，掘进工作面在距迎头不大于5m

的巷道内，设置一台本安型甲烷传感器；

2、传感器应布置在巷道的上方，距巷顶不大于300mm,距巷壁不小于200mm

位置。工作面甲烷传感器的报警浓度为0.8%CH4,断电浓度为0.8%CH4,复

电浓度为0.8%CH4；

3、传感器必须使用专用电缆，传感器线路的铺设必须放在巷道安全一侧；

电缆信号线不应悬挂在水管上，不得遭受淋水。电缆信号线上严禁悬挂任何物

件。

附：监控系统图

第五节供电系统

迎头电源来自中央配电室，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电

缆要吊挂整齐，迎头必须使用风电闭锁、检漏继电器。

供电系统：

中央配电室一井底车场一640采区轨道巷f迎头

附：供电系统

第六节排水系统

根据已掘集中轨道巷及皮带巷实际揭露，该巷掘进过程中巷道涌水量预计

为0.2m7nlin。

排水系统：迎头一640采区轨道巷水沟一井底车场一中央泵房一新副立井

一地面。

附：排水系统图

第七节运输系统

运煤系统：迎头一640与集中皮带巷联络巷一集中皮带巷一二水平煤库一

皮带暗斜井一主斜井一地面

排肝系统：迎头->640采区轨道巷一井底车场一新副立井一地面

附：运输系统图

第八节通迅系统

工作面安设的电话，能够与矿调度室相互直接联系，保持畅通。

第七章灾害预防及避灾路线

一、灾害预防

（一）、防治瓦斯的措施

1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少三次到迎头检查瓦斯，

并及时了解工作面有害气体状况，坚决做到瓦斯超限不作业。

2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止使用电钻；爆破地

点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。掘进工作面风流

中瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；

电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止运

转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m：'内积聚

的瓦斯浓度达到1.6%时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员切断电源进

行处理。

3、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，

并将处理结果记入专用记录本中备查。

4、禁止采用串联通风及循环风。

5、凡不通风的停工巷道必须在巷道口2m处设栅栏并挂警示牌，禁止人员

入内。如果按规定检测的害气体浓度（在栅栏附近）超限，则必须在24小时

内密闭。

6、独头巷道停工、停风后，恢复施工前必须制定专门的排放瓦斯措施，

进行排放瓦斯。当停风区内的瓦斯和二氧化碳浓度不超限时，局扇及其开关地

点附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时方可人工开动局扇进行供风。

（二）、防止自燃发火的措施

掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。

二、避灾路线

本工作面在掘进期间，要严格执行通防、防治水、生产等部分的规定要求,

发现不安全隐患要及时按规定处理。发生重大事故，要按照避灾路线组织撤人。

（一）、避险嗣室相关规定

1、根据安监总煤装[2011]15号文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局

关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》中第17条规定:

“避险胴室应布置在稳定的岩层中，避开地质构造带、高温带、应力异常区及

透水危险区。前后20nl范围内巷道采用不然性材料自护，切顶板完整、支护完

好，符合安全出口的要求。永久避险胴室应确保在服务期间不受采动影响，临

时避险胴室应在服务期间避免受采动损害。”文件要求，避险胴室应具备安全

防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、人员生存保障

等基本功能，在无任何外界支持的情况下额定防护时间不低于96小时。

2、井下紧急避险设施是指在井下发生灾害时，为无法及时撤离的遇险人

员提供生命保障的密闭空间，该设施对外能够抵御高温烟气，隔绝有毒有害气

体，对内提供氧气、食物、水，去除有毒有害气，体创造生存的基本条件，为

应急救援创造条件，赢得时间。紧急避险设施主要包括永久避难胴室、临时避

难胴室、可移动式救生舱。

3、紧急避险与矿井安全监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通

讯联络等系统连接，形成井下整体性的安全避险系统。

4、井下发生事故需要立即撤离时，要严格按照应急预案中规定的避灾路

线逃生，如果有条件立即逃离危险区或者直接升井，请勿用避难胴室或移动救

生舱；若无法逃离时，应迅速奔向矿井预置的避难胴室或救生舱等待救援。距

离避难胴室最近的人员要巷避难胴室逃生，距离井口近的尽快升井向地面逃

生。

5、整个避难胴室从结构上分两部分，过渡室、生存室；一般情况下，生

存室位于中间，两端各有一个过渡室。避难碉室主要有防护密闭门、氧气供给

系统、风幕喷淋及正压维持系统、空气净化系统、温湿度调节系统，胴室内外

环境监测系统、通讯系统、照明和指示系统、动力供应系统级生存保障系统等

部分组成。

（二）、避难嗣室避灾路线

当井下发生灾害无法正常撤离时，则启动紧急避险预案，按照避灾路线撤

至避险胴室。

1、遇到水或顶板时的避灾路线：

迎头~640采区轨道巷一井底车场（未及时升井避难胴室）一新副立井

一地面

2、遇到火或有害气体时的避灾路线：

迎头一640采区轨道巷一井底车场（未及时升井避难胴室）一新副立井

f地面

（三）、正常撤离时的避灾路线

1、若迎头发生火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤

离并熟悉各避灾路线：

迎头一640采区轨道巷一井底车场（未及时升井避难胴室