9#盘区运输大巷作业规程

第一章概况

第一节概述

一、9#盘区运输大巷为9#煤层的进风巷道。现开拓本条大巷是在

原巷道的基础上延伸，该段北部为盘区材料大巷;西为煤层实体，距

矿界320m;东为已开拓的三条大巷；南为9#盘区回风大巷，相对地面

标高905-965mo

二、巷道性质及坡度、方位

9#盘区运输大巷为半煤岩锚喷巷道，沿9#煤层顶板掘进，揭底

0.7m。根据8#盘区运输大巷资料分析该开拓巷道预计坡度4。-6°,

方位角为237。35716"o

三、设计长度、服务年限

该盘区运输大巷设计长度为m,为永久服务年限。设计为矩

形断面，宽为4m,高为3m,煤层平均厚度为1.7-1.8m,为半煤岩

巷道，揭底0.7m。动用储量为t,掘进煤量为to

四、开竣工时间

2010年月日开工，2010年月日竣工。

附图1：巷道布置平面图

第二节编写依据

一、地质说明书

本工作面所掘地质资料的依据为《精查地质报告》和相邻工作

面地质说明书。

二、矿压观测资料

参考本矿8#煤层已投入使用的有关矿压观测数据分析结论。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采共开采情况

工作面位置及井上下关系见表1

表1井上下对照关系表

水平、采区9#煤层一采区工程名称9#盘区运输大巷

地面标高905—-965m井下标高788.9—807.9

地面的相对位置建

庄上村北部农田，地表无建筑物以及其他

筑物、小井及其他

该条延伸大巷北部为盘区材料巷;西为煤层实体，距矿界320m;

邻近采掘情况对掘

东为已开拓的三条大巷；南为9#盘区回风大巷。重叠布置上层煤

进巷道的影响

(8#)盘区运输大巷已开拓，根据开拓情况分析，煤层基本稳定。

第二节煤层特征

工作面煤层情况见表2

表2煤层情况表

煤层

走向东南-

煤层厚度1.7〜1.8m煤层结构倾角4。〜6。

北西,。

('。)

硬稳定

开采煤层9#度F=1.5煤种瘦煤稳定

程度

该盘区运输大巷煤层厚度1.7〜1.8m,平均厚度1.75m,中间含一层岩夹肝，

煤层情夹肝享度0.5〜10cm,夹砰上部煤层厚1.4m,下部煤层厚0.3m,煤层顶部

况描述有一层0.1-0.3伪顶。该段地质条件相对简单，无断层、陷落柱、煤层赋存

基本稳定，对开拓无影响。

工作面煤层顶底板见表3

表3工作面煤层顶底板

顶底板名称岩石名称厚度/m特征

老顶细砂岩3.6〜8.5细粒砂岩

质地细腻，节理裂隙发育，局部地段为

直接顶灰黑色泥岩0.5~3.6

砂质泥岩

伪顶泥岩0.1~0.3性脆、节理发育、随采随落

直接底泥岩2.8~3.0质地细腻，节理裂隙发育，遇水膨胀

老底灰黑色泥岩5.0-6.0含植物化石及黄铁矿结核

附图2：工作面煤层柱状图

第三节地质构造

一、该块段总体为单斜构造，根据邻近工作面实际揭露资料显示,

该盘区运输大巷根据重叠布置上层煤（8#）已开拓的盘区运输大巷开

拓情况分析，该段地质条件相对简单，无断层、陷落柱、煤层赋存基

本稳定。

二、影响掘进的其它地质因素见表4

表4影响掘进的其他地质情况表

瓦斯相对涌出量6.14m3/t，绝对涌出量1.33m3/min,低瓦斯矿

相对涌出量8.54m3/t,绝对涌出量1.85m3/min,

co2

煤尘爆炸指数具有爆炸性

煤的自燃倾向性自燃

地温危害无

冲击地压危害无

以上数据均依据晋煤安发[2009]88号《关于吕梁市2008年度

30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批

复》。

第四节水文地质

一、工作面水源分析

1、该盘区运输大巷工作面水文地质条件简单，9#煤层顶板均

为弱含水层，主要充水水源为大气降水、地表渗透，补给量有限,

但因8#煤层采动引起地表塌陷，加之本段煤层坡度较大，生产用水、

松散层孔隙水等，可能聚集在工作面。前段掘进时部分段锚杆、锚

索孔内有淋滴水现象，预计为0.2-0.3m3/h,故必要时预先配置耐

酸防爆潜水泵，水涡应开在下壁，也可在巷道底凹处打水坑设置

排水。如水量不大时也可由工作面刮板带出。

2、该盘区运输大巷西面为本矿煤层实体，据调查及相关资料北

部相距柏林坑口采空区200m,因此在本煤层中开拓本盘区运输大巷

时不会受到采空水的影响。但为了我矿安全生产，必须严格按照探放

水设计方案进行正常巷道探放水（见探放水具体方案）。

二、涌水量

1、正常涌水量lOm%!

2、最大涌水量20m3/d

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本条大巷为龙门塔采区的盘区运输大巷，在永久点前20米处

开口，按237。35,16"的方位开拓，开拓长度均为mo

第二节矿压观测

根据《锚杆支护技术规范》的要求，对该开拓大巷要进行顶板离

层监测，顶底和两帮移近量监测，锚杆和锚索载荷监测。

1、观测对象：9#盘区运输大巷。

2、观测内容：用锚杆拉力计、扭力矩扳手对顶锚杆的锚固力、

扭力矩实施抽查检测，用测力计观测锚索受力情况。用顶板离层仪观

察顶板位移量，在顶部设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，

即顶、底板移近量。

观测内容见表5。

表5矿压观察内容、目的及手段一览表

一

序

号观察项目观测目的测试方法

.

巷道浅部顶板

1顶层0-4m煤层及岩层变化量观察浅层离层仪读数

移近量

巷道深部顶板

2顶层4-8m顶板变化情况观察浅层离层仪读数

移近量

顶板相对移近

3顶板移近量在标记点间用钢尺量

量

4锚索载荷是否达到设计要求使用锚索拉力器

5锚杆锚固力是否达到设计要求使用锚杆拉力器

观测方法:

1、测点布置：矿压观测站在各盘区巷道开口50nl处安设第一

站，以后每掘进50m,距迎头6m—8nl安设一个WBY顶板离层仪,

且每个观测站的顶板离层仪安装在巷道顶板中间。

2、离层仪安装前在测点位置用锚杆机垂直顶板打一个直

径为中28砸、深度为6m的钻孔，然后用锚杆机将钢丝绳及

锚头顶进钻孔内并安装好。安装离层仪要两人配合进行，

个负责安装，另一个负责观察顶板和周围情况，并协调安装。

3、顶板离层仪安装好后必须挂牌管理，牌板上的观测数

据要齐全、准确、及时。

4、顶板离层仪安装后，由队技术员负责在距离迎头100m

范围内的离层仪每天观测一次，100m以外的每周观测一次

（若顶板压力较大，继续每天观测，直到顶板岩层稳定），

停掘时也要观测数据。

5、任何人不得随意损坏离层仪。施工时，避免碰撞离层

仪，以免影响离层仪读数精度。

6、用测力器检测顶、帮锚杆及锚索的锚固力，用力距扳

手检查扭力是否达到要求。每月1、10、20号进行拉拨测试,

且每次抽查每组不少于3根，所测数据记录在册并挂牌。

四、数据处理

由队技术员配合负责人测试，观察记录归技术科分析判

断，并上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断

修改设计补充措施，指导施工。

所需仪器数量见表6。

表6顶板离层监测所需仪器

序号名称数量备注

1测杆4

2离层指示仪20套10套备用

3锚杆拉力器4套2套备用

4锚索拉力器4台2套备用

5力矩板手4把2把备用

为准确掌握巷道围岩的变形规律，在开拓开始时应及时进行巷道

围岩表面位移观察。

第三节支护设计

一、确定巷道支护形式

根据钻孔的柱状资料分析，我矿9#煤顶板直接顶为黑色泥岩，

厚度0.5-3.6m,老顶为细砂岩，属较稳定岩层，呈层状，适合锚网

支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高

强锚索做铺助支护。初步确定该盘区运输大巷顶板采用锚杆+菱形金

属网+W型钢带+锚索联合支护顶板，两帮采用铁锚杆护帮，随后锚

喷。

二、巷道断面

2

该盘区运输大巷为矩形断面，高X宽=2.5mX4nl有效断面10mo

说明：巷道高度如顶板在完好的情况下，按照设计执行；如遇巷

道顶板较破碎极不稳定的情况下，则视具体情况而定。在支护顶板时,

必须先处理掉活砰或危岩后，再进行支护，并且支护必须紧贴顶板。

三、支护设计

1）设计方法：根据同煤层已经投入使用的前段大巷的经验数据,

采用工程类比法进行该工作面锚杆支护设计。

2）类比工程的选择与比较

前段开拓大巷均为锚杆、锚索、钢带支护，前段现已锚喷完毕投

入使用，目前该巷道整体状况良好，能够满足安全及生产的需要。该

盘区运输大巷与前段已投入使用的巷道位于同一煤层的同一采区，顶

底板岩性比较接近，所以选择前段支护方式作为该盘区运输大巷支护

设计的类比对象是合理的，具有重要的参考价值。

3）采用计算法校核支护参数

A、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：

L2L1+L2+L3

式中L---锚杆总长m

L——锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度一一螺母厚度+0.02〜

0.05m顶锚杆取0.05m,帮锚杆取0.15m）m

L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b,帮锚取煤帮破碎深度c）

m。

L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取1.4m,帮锚杆取0.6m）普氏

免压拱高。

b=[B/2+Htan（45-3帮/2）]f顶

式中

B.巷道掘进垮度B=3.5m。

H.高度2.5m

f顶——顶板岩石普压系数取f=3

W帮——两帮围岩的内摩擦角71。34,查表得

b=[4000/2+2500Xtan（45°-71°34,/2）]/3=780mm

C=2500Xtan（45°-71°34,/2）/3=196mm

依据上述公式计算得出

顶锚杆长L顶250+780+800=1630mm

帮锚杆长L帮2150+196+800=1146mm

经以上计算开拓所选锚杆长度2400mm能满足理论要求。

B、按锚杆所能悬吊的重量校核，锚杆间排距

2

每根锚杆悬吊岩体重G=rL2a,锚杆锚固力应能承担G的重量，为

了安全起见，再考虑安全系数K,取K=2

Q>KG

Q——所选顶锚杆的锚固力2100KN

K——安全系数取2

R——岩体容重25KN/m3

L2——锚杆有效长度

经以上计算得a<l.624,所选锚杆间距800mm能满足理论要求。

C、悬吊理论校核锚索排距

①计算巷道顶板潜在冒落高度

式中

H——潜在冒落高度m

B——巷道宽度3.5m

K„——顶板岩性系数，取Kn=O.35

f——直接顶普氏系数，取f=3

则H=3.5/0.35X3=3.33

②潜在冒落拱面积为

S=4/3XB/2XH=7.52

③巷道每米长度范围内冒落岩体重量为

T=S・r・1=4.96X2.5X1=12.4t/m

④锚索极限承载力Nt=230KN

©单根锚索所能承担的冒落长度为

N,2301Q仄

Hu=—=----=18.5m

T12.4

@锚索的理论支护密度为

X=0.5BHDmr/FBD

式中：

X——锚索支护理论密度根/n?

B——巷道宽度B=3.5m

H——顶板冒落高度2.33m

Dm——锚杆排距Dm=0.8m

r——冒落顶板岩石重量25KN/m3

F——锚索极限承载力230KN

X=0.5X3.5X3.33X0.8X25/230X3.5X0.8=0.16根/W

X实=4/3.5X3.1=0.37根

安全系数K=0.595/0.16=4.32

因此，综上所述，通过悬吊作用和悬吊理论采用计算法，对开

拓工作面的锚杆、锚索的支护设计进行了校核，证明该支护设计均能

满足理论要求。

表7质量标准与检验表

项目设计尺寸、数量允许偏差

-30-200

巷道净宽廊4000

优良0—50

合格-30—50

巷道净高mm3000

优良0—50

顶>100符合设计

钿杆扭矩力N.m

帮>60符合设计

锚杆间排距误差±100顶800X800合格-50〜+50

mm帮800X800合格-50〜+50

顶锚杆锚固力/KN顶>100符合设计

帮锚杆锚固力/N.M帮>60符合设计

锚杆角度（°）见附图+5

顶锚杆外露长度丽<50合格，优良W50

帮锚杆外露长度/mm<100符合设计

锚索间距廊2400TOO〜+100

锚索初锚力/KN120符合设计

锚索处露长度胸W350允许偏差W100

第四节支护工艺

一、支护形式及材料规格

1、支护形式：

（I）巷道顶板采用W型钢带、锚索、锚杆、菱形网联合支护。

2、支护材料规格：

1）顶板采用22mli1,长度1800mm的螺纹锚杆，间距800nlm，排

拒为800mm,每根锚杆采用一根MSCK2340mm型快速树脂锚固剂和一

根MSCK2360型中速树脂锚固剂。中间三根锚杆垂直顶板打设，两角

两根锚杆分别外露15°支设。顶锚杆扭矩力不低于100N-m,锚固力

部小于100KN(25Wpa),菱形金属网格为5000X1000mm,采用8号铁

丝编制，钢带采用长为3.5的5眼W型钢带。

2)锚索采用§15.24mm,长为6m的1860级钢绞丝，沿钢带两

边第二眼左右交替成“W”布置，间距为2.4m在巷道各交叉口处钢带

两边第二眼以及顶板破碎处补打锚索，每根锚索采用一根MSCK2340

型快速树脂锚固剂和两根MSCK型中速树脂锚固剂。锚索张开预警紧

力不小于120KN(30Wpa)，承载能力不小于230KN(57.5Mpa)0

3)两帮采用可回收铁锚杆加菱形金属网(规格为5000X

1000mm)支护，呈正网格布置。帮锚杆布置为3排，上排打眼位置距

顶板300mm,向上倾角15°；下排打眼位置距底板500mm,向下倾角

15°；中排在上排和下排中间垂直于煤壁打眼，排拒为600mm,间距

800mm,安装铁托板(200mmX200nlm)紧固锚杆，并用力矩扳手检查紧

固力不小于50N.m,锚杆外露长度三50nlm。

二、支护形式、工艺及要求

1、临时支护形式：

a、采用吊挂式前探梁作为临时支护，前探梁采用§75mm的圆形

钢管，其长度计算方法为：最大控顶距1600mm+两钢带间离800mm+

外露300mm=2700mm。

b、连接环采用100mm的扁钢和32nlm螺母焊接成§100mm的圆环；

c、采用圆木加工成1500mm、宽300的背板和长300mm、宽150mm

的楔子。

d、加工上述a、b两套各拧紧于距煤帮950mm顶部的外露锚杆上。

掘进爆破后要及时前探梁并用背板或楔子接顶加牢，在前探梁

支护的掩护下出煤（研）、支设锚杆（锚索）。爆破前最大控顶距不大

于10mm,爆破后最大控顶距不大于1600mm。。

2、临时支护工艺、工序及要求：

1）掘进机割出一排后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断

开掘进机上的电源开头和磁力启动器的隔离开关。非专职司机严禁操

作掘进机。操作人员站在正式支护下，用大于2.5M的长柄工具处理

顶帮得活研（煤），由外向里打顶锚杆。

2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声,

要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强帽

柱支护后方可继续施工。

3）打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据

锚杆位置，可以先打起其他锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须

是打起所有锚杆后，再打帮锚杆。

4）每个掘进头必须配备4根金属摩擦柱。摩擦柱必须紧跟桥

式输送机。

3、、锚杆支护工艺及要求

1）割煤够一排锚杆距离一操作人员推机用长柄工具处理顶帮活

砰及煤，并进行敲帮间顶一开始打顶锚杆一后打帮锚杆。

2）锚杆间距按设计要求布置，扭力矩和锚固力达到要求。

3）巷道超挖超过300nli11,必须在其旁边补打锚杆。

4）锚杆螺纹部分或麻花体必须清理干净，保证锚固剂质量。

5）煤体锚杆眼必须用掏勺将眼内煤粉掏净。

a、安装帮锚杆：

1）帮锚杆必须从上往下打。

2）打帮锚杆前，两帮煤壁必须砍直砍平，煤壁严禁有凹凸不平

现象。

3）帮锚杆必须按设计尺寸，成排成行。

4）帮锚杆眼孔深度要严格控制。因此在钻孔时必须要在杆体上

做标记，检查孔深是否合格，最大深度不能超过杆长加30mmo

5）外托板必须紧贴煤帮，不得掉空。

6）帮锚杆滞后工作面的最大距离不得超过6m。

5、铺连网支护技术要求：

b、作业前准备：

1）准备好联网钩、联网丝，把所用金属网运到作业地点。

2）检查作业地点顶板、支架、煤壁情况，有问题处理后再进行

作业。

3）掘进巷道顶网和帮网均采用5000mmX1000mm的菱形金属网，

顶网长边垂直于巷道中心线铺设，每掘进够一循环后就铺网一次，铺

顶网时，要求相邻网边必须搭接，搭接茬为100mm,每隔200mm用14

号双股铁丝连接一道，拧紧不少于3圈，顶网靠两煤壁相差不得超过

±50mm,帮网每掘够5000mm后铺设一次，长边沿巷道走向铺设，顶

网和相邻帮网搭接，搭接茬为100mm,每隔200mm用14号双股铁丝

连接一道，并拧紧不少于3圈。

C、正常作业：

1）铺网时，先展网、挂网、将网头搭接到原网头上，短边搭接,

长边对接，搭接长度不小于200mm,将金属网沿工作面平行对接铺设,

并用联网丝联接。

2）使用长400mm的14#镀锌铅丝双股对折进行联网，每150nlm

联一扣，且联网丝扭结的圈数不少于三圈，并压好接头。

3）展网时，必须两人同时操作，两人动作协调，用力均匀把网

铺平、铺展、拉紧，不准留有网卷头。

4）在机道联网时，必须停止刮板输送机。

5）联网必须使用联网钩。

附图3：锚杆支护布置图

4、锚索支护工艺及要求

1）工作打眼一上药卷安装锚固钢绞线一上钢带及垫片一用千斤

顶预紧钢绞线一用切割器切掉钢绞线外露超长部分。

2）接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行。

3）搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，装药卷

过程中要专人护住钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。

4）钢绞线锚固后，及时上托板预紧钢带。

5）张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。

6）如巷道较高需搭设支架时，必须搭设牢固，不允许站在输送带

上锁锚索。

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、本面所掘巷道是沿煤层顶底板掘进，已经构成通风系统，

具备上综掘条件，巷道掘进时采用EBZ132A型掘进机沿煤层底

板割煤并自行装煤的施工方法。

采用先掘后支的施工方法，即先采用掘进机开掘煤巷，再

进行锚杆支护。

第二节凿岩方式

一、机械施工方式

皮带巷掘进采用EBZ132A型综掘机沿煤层顶底板截割

并自行装煤，由刮板机和带式输送机运至煤仓。

1、生产工艺流程：

开机前准备一掘进机割、装、一运材料、清浮煤一临时

支护一锚杆支护一下一个循环。

2、检修工艺流程：

检查前准备一检修掘进机个部位、力口油、更换截齿，检修各

部位刮板输送机、带式输送机及延伸，下料、其他工作一正常掘进。

3、掘进机截割工艺：

掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道

中，由巷道下中部开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下向

上进行截割，进刀深度以0.5m为宜，待截割完毕且打完锚杆后,

再进行下一个循环，往复进行。

第三节装载与运输方式

一、装载与运输方式

1、装煤、运煤：机掘时由掘进机装载部自行装煤，通

过掘进机第一运输机、桥式转载机将煤装载到带式输送机和刮

板输送机运到煤仓。

2、材料及设备运输：材料及设备等材料由主斜井无极绳送

至井底，再利用小绞车运输到工作面。

第三节管线及轨道敷设

一、风筒直径为600mm，应靠巷道的下帮吊挂，靠顶不得超过

100mm,靠帮不得超过200mm必须做到逢环必挂，吊挂要平直整齐，

不影响运输和行人。风筒出风口距工作面煤壁的距离不得大于5m,

遇巷道超高，顶部要采取防瓦斯积聚措施。

二、水管（静压、排水）、液管、气管必须整齐地挂在巷道上帮

线钩上，每隔1m挂一组，严禁用铁丝捆绑在帮锚杆上或帮网上，悬

挂高度距底板不低于1m,距工作面不超过20m。锚杆机，液管挂在巷

道上帮，电缆钩以下。为便于延长、检修，风水管路，应每隔50nl设

置一个闸阀和一个三通，液管紧跟工作面，以满足洒水需要。

三、各类电缆必须悬挂在上帮电缆钩上（行人侧），距顶板300mm,

悬挂高度不低于1.6m且每钩只能挂一根电缆，电缆钩每1m一个，通

讯电缆与电力电缆间隔不得小于100mm,铺设在电力电缆上方。

管线及轨道敷设方式见下表9

数量与工作面轨枕间轨面高低轨道接头

序号名称规格型号吊挂方式

(m)间距(m)星巨(mm)差(mm)间隙(mm)

1风筒#600m630悬吊不大于5

4寸纳米

2风管300悬吊不大于30

管

4寸纳米

3水管1060悬吊不大于30

管

4电缆线300电缆钩不大于30

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式与供风距离

本开拓大巷根据工作面的布置，掘进供风采用局部通风机压入

式通风，为了实现各掘进工作面“双风机、双电源、自动切换”选用

2台FBD-2-N05型局部扇风机，风筒直径为600mm。最长供风距离为

320m,风筒出口距离工作面不得大于10—15m。

二、通风系统

运输大巷

新鲜风：主斜井(副立井)一9#盘区运输巷一局扇一运输大巷工

作面。

污风：工作面一联络巷一9#专用回风巷一9#总回风巷一主扇一地

面。

附图6：通风系统图

三、掘进工作面风量计算

（一）本掘进工作面风量的计算，按下列因素计算取最大值

1.按瓦斯涌出量计算

3

Q掘=100XqXk,m/min

3

式中：Q掘一掘进工作面所需风量，m/min

q一工作面瓦斯平均绝对涌出量,根据2008年瓦斯鉴定

批复文件，瓦斯平均相对涌出量为6.14m7min贝U：

q=6.14X300000X30%/24X330X60=l.16m7min

K—瓦斯涌出量不均衡系数，1.4-2；

Q掘=100XI.16X1.8=208.8m7min

2.按二氧化碳涌出量计算

3

Q掘=100XqXk,m/min

式中：Q掘一掘进工作面所需风量，mVniin

q一工作面二氧化碳平均绝对涌出量，根据2008年瓦斯鉴

定批复文件，二氧化碳平均相对涌出量为8.54m3/niin,贝

q=8.54X300000X30%/24X330X60=1.61m3/min

K一二氧化碳涌出量不均衡系数，1.4-2；

3

Q掘=100XI.21X1.61=194.8m/min

3.按炸药量计算风量

Q掘=25XA

式中：A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量；

Q掘=25X4=100m7min

4、按工作人员数量计算：

Q掘=4N

式中：N——掘进工作面同时工作的最多人数

3

贝LlQ掘=4X15=60m/min

5、本掘进工作面按局部通风机吸风量计算：

根据我矿掘进条件和实践，选取FBD-2-N05型2X5.5kw的局扇

2台，并实现“双风机、双电源”自动切换，600#双反边风筒。

、掘=Q扇+15S

式中：Q扇-------掘进面局部通风机额定风量取250nr7min

S——巷道断面m2

则:Q#=250+15X8.75=381m7min

6、按风速进行验算：

按照《煤矿安全规程》规定煤巷掘进工作面的风量应满足：

15XSWQ掘W240XSf

式中：Sf——掘进工作面巷道通风断面(8.75nf)

15X8.75<381<240X8.75

131<540<2100

故所算风量540nl3/min(8.5m7s)符合《煤矿安全规程》规定。

四、局部通风机的安装地点

两台局部通风机均安装在9#煤层运输大巷全风压进风距材料、运

输大巷第10联络巷口10m处。

第二节综合防尘

严格执行掘进工作面综合防尘标准，具体规定如下：

防尘供水水源来自地面200nl3高位水池，工作面供水管直径$

25mm高压胶管接至下山4寸纳米静压水管。

1、防尘管路敷设

防尘管路每隔50m设一个三通和一个闸阀，管路的接头，三通

不得有流线性漏水。阀门必须上手轮，手轮必须安在行人侧。工作面

铺设巾25nlm液管，进行工作面降尘。

2、净化水幕

1）距工作面30nl范围安装一道净化水幕，打炮时必须开启，以

隔绝打炮产生的煤尘。

2）净化水幕水管：（全断面喷雾）

①水管的长度不得小于巷道宽度200mm。

②水管要安装在距顶板不超过100mm的位置；

③水管两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距300-400mmo

3、转载点喷雾：

1）所有转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时必须连接阀

门，喷雾设施，管路接头三通不得有流线性漏水，阀门必须安装在行

人侧。

2）喷嘴安装在距转载点高400-500mm,宽度200mm的位置，而

且喷嘴必须正对转载点。

3）所有喷雾必须呈雾状。

4、巷道冲冼

工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不得飞扬，巷道口的水

管、风筒、电缆不得有煤尘，巷道底板煤尘厚度不得超过2mm,堆积

连续长度不得超过5m.

5、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

因本开采的9#煤尘具有爆炸性。根据《煤矿安全规程》要求，

在掘进工作面的进、回风巷设置集中式辅助隔爆水袋隔绝瓦斯、煤

尘爆炸的传播：

1）隔爆水袋的结构和选型

隔爆水袋结构为：阻燃隔爆水袋，容量为30L；其型号为

GBSD-30,规格为：长600nlm、宽400mli1、高200mm。

2）隔爆水袋设置的要求

隔爆水袋设置在本开拓大巷中，其距巷道交叉或转弯处的距离

保持50—75m,与风门的距离应大于25nl。根据巷道的长度，大巷中

应设置一组隔爆棚，每组隔爆棚的间距不得大于200m。单组水棚的

长度不得小于30m,水量不小于200L/m2,水棚排距为1.2-3.0m,水

袋之间的间隙之和不得大于1.5m,水袋与巷壁、支架、顶板及构筑

物之间的间距不小于0.1m。水棚设置在巷道中的直线段，应保持同

一高度，水棚区及其前后20nl的巷道断面应保持一致。

3）每组隔爆水袋水量的计算

（1）单组水棚水量计算

G=gs

式中：G—总水量,kg；

g—每in,巷道需水量，kg/m2,辅助隔爆水袋200kg/n)2

S一巷道断面积，m2o开拓大巷面积为8.7511?,开拓大巷

每组辅助隔爆水袋总水量：

G材料卷=G运输巷=G|S|风=200X8.75=1750kg

(2)单架水袋水量

大巷选用隔爆水袋的型号为GBSD-30,其水袋规格为30L,每一

架上挂设4个水袋，Gn辅=30X4=120L

(3)水袋架数nn=G/Gn

则各大巷中辅助隔爆水袋的架数为：

n=G/Gn=1750/120=15架

(4)水袋区长度L

L=nc

式中：L一水袋长度，m；

n一水袋架数，架；

C—水棚间距(按照新规定取1.1-1.3m；)

开拓大巷辅助隔爆水袋长度

L=15X1,2=18m

4)隔爆水袋给水系统及管理

隔爆水袋给水水源来自于井下消防洒水给水系统，在设有隔爆

水袋的大巷中，均有井下消防洒水管路通过，管路每隔50nl设有一

支管和闸阀，管口配有消防接口及水龙带，水袋可由其给水或补水。

隔爆水袋必须要进行挂牌管理，安排专人进行维护，要确保水

袋的完好和水量的充足，至少每半个月检查，补充水量一次,

如发现有破烂等，必须及时更换。

6、防治煤层自然发火技术措施

7、根据山西煤炭研究中心对我矿提供的《煤尘爆炸性及煤

层自燃倾向性鉴定检验报告》可知：9#煤层煤的吸氧量为

0.3874cm7g,自燃倾向性等级为H级，属易自燃煤层。附图7：

防尘系统图

第三节防灭火

本开拓巷道为n级自燃煤层，为确保矿井安全生产，必须执行以

下措施：

1）巷道内带式输送机机头前后两端各20nl范围内，都必须用不

燃性材料支护。在胶带机头、机尾至少各备2个灭火器和一个砂箱，

一把铁锹。

2）机电设备处备有两个灭火器一个砂箱和一把铁锹。

3）井下使用的各种润滑油、柴油等必须装入盖严的铁桶内，由

专人押运至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁井下存放。

4）井下使用过的润滑油、棉纱、布头等必须存放在盖严的铁桶

内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油拨洒在

巷道内。

5）如掘进工作面或巷道着火时，一边上报矿调度室，一边根据

着火情况应首先采用直接灭火法，如用灭火器，用水或砂扑灭在直接

灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效

灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火法；封闭火区前,

必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法

和封闭程序。

第四节安全监控

一、各种传感器的安设位置

我矿选用KJ-70N型瓦斯监控系统，KJ70N-F型分站，KGJ15

型甲烷传感器,KGV6型风筒传感器，KGT9-A型开停传感器，

GKT127-1140-V-B型馈电传感器，KJ222-Y型井下移动识别器，

KJ222-F(A)本安型识别主站。

1、在本条开拓大巷掘进工作面5m处的回风侧(风筒对帮)

各安设一个甲烷传感器，风筒部位安设一个风筒传感器，其报警

浓度为21.0%,断电浓度为21.5%,复电浓度<1.%,断电范围：掘

进工作面及回风流中的全部非本质安全型电器设备。

2、在本条开拓大巷大巷距贯眼口10——15米处设置一个甲

烷传感器，其报警浓度为8。％,断电浓度为力.0%,复电浓度

<1.%,断电范围：掘进工作面及回风流中的全部非本质安全型

电器设备。

3、在本条开拓大巷与回风大巷的混合风流出设置一个甲烷

传感器，，其报警浓度为之1。％,断电浓度为21.0%,复电浓度

<1.%,断电范围：掘进工作面及回风流中的全部非本质安全型

电器设备。

4、在本条开拓大巷的风机前设置一个馈电传感器，2个开

停传感器。

5、在距本条开拓大巷贯眼口100米处设置一个人员定位识

别器。

6、瓦斯传感器的位置均距顶板不大于300mm,距巷道帮不小于

200mm。

附图8：监控系统示意图

第五节供电

主电源引自井下中央变电所掘进QBZ-200D总开关，进入皮带开

关后到两台风机开关,再到QBZ-200D开关，两台风机开关与QBZ-200D

开关接成风电闭锁，两台风机启动后QBZ-20⑪方能起动，其中有一

台风机开关未启动，总开关QBZ-20⑪开关也不能启动。这样向工作

面送风，对安全生产有了决定性的保障。QBZ-200D开关接有瓦斯电

闭锁，在工作面瓦斯不超过1.0%时，两台风机开启后QBZ-20⑪开关

才能启动，送出660V电源供一部30T刮板机，真正实行“双风机、

双电源、自动切换”。

附图9：供电系统图

第六节排水

一、排水设计

在掘进巷道下帮设置排水实施，当巷道掘到低洼处时，由技术科

在本巷道的下帮保安煤柱上标定开口位置，开掘一个临时小水仓（小

水仓断面尺寸长为2m,宽2m,深为底板以下1m,顶板采用带木托板

的锚杆护顶，两帮用竹锚杆支护帮），小水仓内用7.5KW的潜水泵排

水。

二、排水路线

运输大巷：小水仓一7.5KW水泵-4寸纳米排水管一9#盘区运输

巷4寸纳米管路一采区水仓f主水仓一地面净化水池。

附图10：排水系统示意图

第七节运输

一、运输系统

1、装运煤方式

掘进工作面一SGB-420/30刮板输送机一SSJ—800/2X40胶带输

送机（2部）一斜井DTL80/20/132胶带输送机一地面煤场。

附图11：运输系统图

第八节通信系统

一、通信系统：

本矿安装有HJKT20型程控交换机一台，井上下各重要的岗位都

安装有内部电话，联系十分方便。

二、信号系统：

工作面机头、机尾均安装了语音信号装置，防暴电话，方便了信

息速传。

附图12：通信系统示意图

第九节压风系统

矿井压风系统，由地面螺杆空气压缩机(SA-75A-8)引入井下一

趟直径为4寸的纳米压风管路，途经主斜井至9#盘区运输巷，每隔

50m留设一个三通和闸阀，再由$25的高压胶管经联络巷接至本工作

面，以供型号为MQT-120/2.7气动钻机使用。

附图13：压风管路系统图

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

一、劳动组织：各工种各班人员配备(见劳动组织表11)

二、作业方式：

组织实行“三八”工作制，两班生产，一班检修，出勤率

95%o

三、每个掘进工作面，每班两个循环，循环进尺为L6m。

四、严格执行交接班制度。

1、各班长要认真组织，严格执行交接班制度。

2、每个生产班必须由班长带领，做到集体入井，集体交接，集

体收工，集体出井。

3、入井前必须由队长及当班班长主持召开班前会，首先根据上

一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产安排；二是进行安全

预想安排，班前会要准时、简明，完毕后准时入井，安全到达作业地

点。

4、进入作业地点后必须马上与上一班交岗，手对手，口对口,

交不清，不能走。

5、每个班和每个岗位必须按照作业计划，岗位责任制和质量标

准化，在本班内保质保量的按时完成核定的工作量并与下一班认真交

接签字。

6、交班人员必须将当班安全生产情况，设备运行情况，遗留工

作和存在问题以及接班后应注意的问题讲解清楚。

7、交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。

8、接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程

质量标准，作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细

致的检查，接班者对自己盲目接班发生的问题要负全部责任。

9、交接双方在现场岗位进行交接核对，待交接清楚后，共同在

交接卡上签字完毕，交接班人员方可收工出井。

具体见表H劳动组织表

表11劳动组织表

出勤人数

工种备注

早班中班零班

带班长11

安全员11

运料工11

支护工22

装煤工22

刮板司机22

皮带司机11

维修工

113

（电工）

清理工111

瓦斯员111

合计13135

第二节作业循环方式

表12综掘锚杆支护循环作业图表

序号循环时间

89101112131415中班零班

检查瓦斯

120—

安全检查

2钻眼40—

3检查瓦斯5

4装药放炮20-

5安全检查10——

6洒水降尘5

7临时支护40—

8

运煤20—

9永久支护60—

10整理工作面20—

第三节主要技术经济指标

主要经济技术指标（单巷每米耗材指标）

表13主要经济技术指标表

序号项目单位指标备注

1掘进断面m28.75

2循环进度m1.6

3班循环个2

4班进度m3.2

5循环产量T12.8

6班产量T51

7日产量T102

8月生产天数天25

9月产量T2551

10班出勤人数个13

11效率T/个1.5

炮眼20个，锚杆眼5个，锚索眼1.25

12循环眼数个32

个,帮锚杆6个

13雷管消耗个/循环20

14炸药消耗kg/循环6.4

15菱形金属网米7

16锚索根/米0.4

17顶锚杆根/米5

18帮锚杆根/米6

19钢带米/米5.9

第七章安全技术措施

第一节一通三防

一、通风瓦斯管理

1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可

入井，局部通风机应定期检修和更换，凡在井下使用时间达到半年以

上的必须升井检修。

2、局部通风机必须由指定人员负责和管理，配有专职瓦检员的

掘进面，局部通风机由专职瓦检员负责管理。

3、一台局部通风机只准向一个工作面供风，一个掘进面一般只

允许由一台局部通风机供风。

4、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于90°应设

弯头，一台局部通风机应用同一直径风筒（风筒直径600mll1）,发现

破口要及时修补更换，风筒百米漏风率应控制以10%以内。

5、风筒出口距工作面煤壁不超过15m。

6、局部通风机实行挂牌管理，局部通风机管理牌板和瓦斯检查

牌板应写明供风地点局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数

量、是否循环、是否实现三专两闭锁、负责管理人员姓名、检查时间、

风机吸风量、有效风量率和瓦斯等内容。

7、风筒的安装使用必须符合以下标准：

1）风筒无破口，未端一节除外。

2）风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查

处理风筒脱节及破口以减少风量损失。

3）风筒拐弯处要设弯头（弯度小于或等于90°）。异径风筒要

有过渡节，先大后小，不准乱接。

4）局部通风机出口全风压通风区段的风筒要设三通，平时须捆

严，以便在排瓦斯时用来控制风量。

8、局部通风机必须实行三专两闭锁、双风机双电源，瓦斯断电

仪执行二级断电。

9、局部通风机不得随意开停，因检修、停电而突然停风时，人

员要及时撤至风机以外的安全地点，并设置栅栏，揭示警标，严禁人

员入内，机电工闭锁动力总开关，恢复通风前，只有在局部通风机及

其开关附近10m以内的瓦斯浓度低于0.5%时，才可开启局部通风机,

然后由瓦检员按规定排放瓦斯，并检查瓦斯浓度不超限后再进入工作

地点。

10、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出口这一段，，巷道中的风

流。距顶板200mm,距煤帮300nlm范围内的瓦斯浓度达到2%体积大于

0.5m'空间，为掘进工作面局部瓦斯积聚。其20nl范围内必须停止机

器运转，切断电源，除了处理瓦斯外，停止其它一切工作。

11、掘进工作面必须安设瓦斯监控断电仪，一台监视工作面瓦斯

变化情况，一台监视回风瓦斯变化情况，当瓦斯浓度达到1.0%时,

必须切断工作面全部设备的电源。

12、局部通风区域内所有电气设备的电源，必须实行风电闭锁和

瓦斯电闭锁。

13、停风时，工作面所有人员都要撤至新鲜风流中，送风排瓦斯

必须由通风人员进行，严禁非专职人员送风。

14、人人爱护通风设施，不得随意移动瓦斯监测探头，如发现损

坏，须及时上报通风科处理，并随手关闭风门。

二、综合防尘

1、掘进工作面必须有完善的洒水系统，距工作面30m范围内必

须安装一道水幕，而且距工作面20nl左右设置洒水软管，打炮前首先

用软管冲洗工作面，然后打开水幕发炮，打炮后再用软管洒湿工作面

浮煤，尽量把煤尘消除在源头，降低煤尘爆炸系数。

2、掘进工作面巷道必须定期冲洗，不得有煤尘堆积，每天冲洗

一次。

3、爆破时坚持使用水炮泥。

第二节顶板

一、开工前，班长和安全员先检查顶帮情况，再确认安全后方能

开工。

二、严格执行敲帮问顶制度（工作面必须配备镐、长把撬棍等敲

帮问顶工具）仔细检查顶帮围岩情况确保施工安全。

三、严禁空顶作业，最大空顶距不得超过1.6m,最小控顶距不

超过0.l—o.2m,必须在有临时支护的情况下施工。

四、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够，托

板变形缺少螺母等不合格锚杆时要及时补打。对锚杆、锚索进行拉拔

力检查，按规定测站检查巷道变形情况。

五、发现顶板压力大，顶板离层、托板变形、钢带断裂、网包增

多、顶板有响声等冒顶预兆时要立即停止作业，撤出人员，待压力稳

定后，由外向里进行顶板维护。根据实际情况加密锚索，否则要加棚

架维护。

六、处理冒顶时，首先用长柄工具由外向里处理干净顶帮悬开，

顶板处理好后及时支设戴帽点柱，临时维护顶板，如可以打锚杆时由

外向里逐排补打，