回风石门作业规程

第一章、工程概况

一、矿井概况、+1098回风石门掘进工作面情况

（一）矿井概况

一降县中营镇仁禾煤矿为“五证”齐全的生产矿井，设计生产能力30

万吨/a,为瓦斯矿井（M04在+1110M水平以上无突出危险性）。井田面积

1.357km2,开采煤层11层（M04、M05、M7、M8、MIO、M14、M23、M24、M25、

M28、M29）,平嗣、暗斜井开拓，并列式通风。

矿井划分为上、下煤组进行开采，上煤组为4、5、7、8、10、14号煤

层，下煤组为23、24、25、28、29号煤层。先采上煤组，后采下煤组。上、

下煤组之间采用石门联络，各煤层之间采用正、反石门联络，联合布置，

分煤层开采。上煤组划分为一个水平，两个采区进行开采。水平标高+1099m。

+1099m标高以上为一采区，+1099m标高以下为二采区；下煤组划分为两个

水平，三个采区进行开采。水平标高+1099m、+883m。下煤组+1099m标高以

上为三采区，+1099-+883ni标高为四采区，+883m标高以下为五采区；采

区分界线以水平标高为界；开采顺序为先采上煤组，后采下煤组；上煤组

先采一采区，后采二采区，区段下行式开采。同一区段内先采4号煤层，

后采5、7、8、10、14号煤层。

晴隆县中营镇仁禾煤矿构造复杂程度属中等型。

晴隆县中营镇仁禾煤矿水文地质条件为中等型。

根据2011年〜2013年《矿井瓦斯等级鉴定报告》的批复，晴隆县中营

镇仁禾煤矿为瓦斯矿井。

矿区无冲击地压现象。

本矿属地温正常型矿井。

（-）+1098回风石门掘进工作面情况

根据《仁禾煤矿开采方案设计》，+1098回风石门是一采区+1098回风

大巷和10404运输巷的专用回风巷道。

（＜+1098回风石门掘进工作面作业规程》所涉及的工程：+1098回风石

门48m。

+1098回风石门开口于回风下山落平处测点C5,其开口中心点坐标如

下：

X=2883976.349m,Y=35508981.014m,Z=+1097.700mo

方位：31。3V31"。

工程量：+1098回风石门长度48m。

支护方案：全部采用（锚杆+网片+校）综合支护法。

（=）+1098回风石门与相邻巷道位置关系

+1098回风石门为全岩穿层掘进（揭M04煤层后，进行+1098回风大巷

掘进），巷道东部为井底联巷、水泵房通道和永久避难嗣室，巷道西南为回

风下山，与地面高差：-297.80m。

二、巷道断面特征与工程量见下表：

+1098回风石门断面特征与工程量

浆

喷

净宽（M）净高（M）支护

度

断面厚S掘S净走向坡度工程量

巷道名称形式

耐22

形状。(m)(m)（。）（°）（m）

上下施起轨面起

+1098回风石门半圆拱3.22.4锚喷1007.266.5832+4%o48

第二章、地质、水文、瓦斯

一、地质概述

（-）区域地层

仁禾煤矿矿区内出露由老到新有二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3。）、

龙潭组（P31）、长兴、大隆组（P3C+d）,三叠系下统飞仙关组（T£）、永宁

镇组（Lyn）及第四系（Q）,现简述如下：

峨嵋山玄武岩组（PsB）:出露于矿山南边界外围，顶部为紫红色、绿

灰色凝灰岩，厚5〜10m;中下部为拉斑玄武岩及玄武质火山角砾岩，具气

孔状、杏仁状构造。厚250〜400m。

龙潭组（P3I）:出露于矿山中南部。厚度410〜450m,一般430m,共含

煤40〜50层，煤层可采总厚度约17.71m。

全组可分为三段：

第四段：标一（1号煤层顶板）至标四（14号煤层底板），以灰色厚层

状粉砂岩、细砂岩及煤层为主，所含煤层较稳定，含可采煤层5〜8层，产

动物化石。地层厚度110〜180m,一般130m。

第二、三段：标四至标八石灰岩顶，以灰色细砂岩、粉砂岩及薄煤层

为主，中下部含可采煤层4〜6层，一般不稳定，全段以植物化石为主。一

般厚度220m。

下段：标八至玄武岩顶，主要为粉砂岩、石灰岩及凝灰质泥岩，顶部

有不稳定煤层1〜2层，该段产大量动物化石。一般厚度70m。

长兴、大隆组（Psc+d）:出露完整，由浅灰色的泥岩、粉砂岩、泥灰岩

和煤组成，富含动物化石。所含煤层均不可采，地层一般厚度80m。

飞仙关组（7f）:出露矿山北部，由一套浅海相石灰岩、泥灰岩、钙质

粉砂岩及泥岩组成，厚550m,共分两段。

一段（Tf）:绿灰色粉砂岩夹薄层细砂岩为主，浅灰绿色薄层状钙质

粉砂岩及钙质泥岩次之，夹少量薄层泥灰岩，底部富产介形虫化石，厚约

110m。

二段（TF）：主要为紫色泥岩、粉砂岩、细砂岩夹薄一中厚层状石灰

岩，一般厚度440m,分为四层：

a、（If-）：为紫色、灰黄色粉砂岩、细砂岩夹少量钙质粉砂岩，一般

厚度130m。

b、为紫色粉砂岩、细砂岩夹少量钙质粉砂岩，斜交层理，含

大量的瓣勰类动物化石，一般厚度110m。

C、（Tf-3）：为紫色泥岩及泥质粉砂岩，水平层理，含大量的瓣鳏类动

物化石，一般厚度80m。

d、（TfT）:为下部紫色泥岩，夹少量钙质结核，上部为黄绿色钙质泥

岩和薄层泥质灰岩，一般厚度90m。

永宁镇组（「yn）:出露于矿山北部边界以外，为灰色薄一中厚层状石

灰岩，具缝合线构造。

第四系（Q）:主要为冲积、残积、坡积砂土层，分布于矿山缓坡、沟

谷地带，厚约0〜40m。

（二）区域构造

矿区位于中营向斜东南翼南段，地层走向近东西向，仅西北渐变为北

西向，倾向北，倾角20〜25°。地层倾角沿走向变化不大，顺倾向浅部为

23-25°,深部为20〜23。，剖面上表现为轻微波状起伏，除中营向斜轴

从矿山西北隅穿过外，未见次一级褶曲。矿山总体形态为单斜，地层倾角

平缓，其构造复杂程度属中等。

矿山内共发现三条大断层，均分布在矿山南部边界附近，个别钻孔见

隐伏小断层。现将矿山的断层分述如下：

F1断层：矿山内延伸长度800m,走向东西向，倾向北，倾角28-55°,

最大断距在C13—507孔一带，为125.00〜148.00m,为一正断层。

F2断层：矿山内延伸长度600m,走向北东，倾向北西，倾角28〜66°,

断距50m,为一正断层。

F5断层：矿山内延伸长度250m,走向北西，倾向北东，断距15m,为

一正断层。

（三）煤系地层

1、地层特征

矿山内主要含煤地层为龙潭组：为灰色厚层粉砂岩、砂质泥岩及煤层

为主，全层厚度430m。

2、含煤性

龙潭组共含煤40〜45层，煤层总厚约45m,含煤系数为11%;可采煤

层及局部可采煤层10-14,其编号为1、4、5、7、8、10、14、23、24、

25、26、28、29,可采煤层总厚约17.71m,可采含煤系数为6%。

（四）综合煤岩地层柱状图（见下图）

地层柱状图

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（五）煤层顶、底板情况

4号煤层：顶板为粉砂岩，局部为泥质粉砂岩，坚固性好，在矿山内属

顶板较好支护的一层；底板为粉砂质泥岩或细砂岩，局部为泥岩，无膨胀

底鼓现象。

（六）+1098回风石门掘进工作面地质说明（见下表）

+1098回风石门掘进工作面地质说明

采区一采区工作面名称+1098回风石门

位置及界线工作面标高+1097.700-+1097.850,全长48m。

+1098回风石门为全岩穿层掘进（揭M04煤层后，进行+1098回风大巷掘进）,

同邻近采区及

巷道东部为井底联络巷、水泵房通道和永久避难嗣室，巷道西南为回风下

地面关系

山，与地面高差:-297.80m.

岩层情况该巷道为全岩巷道，其岩性主要为粉砂岩、砂岩及泥岩。

构造情况施工中会有小型断层出现。

水文地质情况主要为裂隙水。

瓦斯及煤层情况预计在遇构造带时瓦斯涌出量较大。

二、水文

（一）水文概况及水文地质类型

仁禾煤矿地处贵州高原西北部，属以剥蚀、侵蚀为主的中高山地形，

山势与岩层走向基本一致。矿山内总体地势中部高，南北低；飞仙关组地

层分布地段地形较陡；煤系地层分布地段易风化剥蚀，形成缓坡低地。最

高点位于矿山东北部梨子址山顶，海拔标高1582m,最低点位于矿山西南角

拐点2附近，海拔标高约1245m,相对高差337m。

矿区内井、泉分布在村寨附近，涌水量受大气降水制约，旱季小，雨

季略大。矿区内无大的地表河流，仅在矿区西南角有一季节性的的雨源性

小溪沟，旱季完全干枯，雨季水量较大，但本区地表高差大，地表水排泄

条件良好。

矿区内最低侵蚀基准面位于矿山西南角拐点2附近，海拔标高约

1245m,大部分煤层出露于侵蚀基准面以下，含煤地层富水性较弱，地下水

补给条件差，但考虑到煤系地层有部分岩层为细砂岩和标志层灰岩，特别

对14号煤层而言，在开采过程中，可能有淋水、滴水现象出现。区内断层

富水性及导水性中等。总之，矿床充水属以大气降水补给为主的裂隙充水

矿床，水文地质条件中等。

（二）充水因素分析

水患威胁程度表

水患类型特征威胁程度备注

小窑水、老空浅部小窑和老空，

容易突水主要水患

水采空客观存在

井口位于缓斜上，通过贯通裂隙进入井下充水，

地表水水患威胁不大

地面排泄条件较好增加涌水量

煤层地层含有岩溶通过采动裂隙贯通上下含水层

顶底板裂隙水主要水患

裂隙水充水

构成良好的充水通可能切穿上下含水层而导致工

断层水次要水患

道作面及巷道充水

河流不存在不存在水患

综上所述，老窑水、采空水、顶底板裂隙水是本矿井主要充水水患,

矿井水防治仍是本矿井灾害防治重点，必须引起高度重视，切不可大意。

晴隆县中营镇仁禾煤矿水文地质类型属中等型。

（三）+1098回风石门掘进工作面水患防治重点及水患威胁程度分析

1、裂隙水源（主要水患）

+1098回风石门在掘进过程中，会遇到小型构造，大气降水会顺煤岩

层裂隙而下，对掘进工作面产生一定的水患威胁。

2、其它水源（次要水患）

+1098回风石门在掘进过程中，会遇到小断层，断层水会涌入该掘进

工作面。

必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采

取探放水措施，杜绝透水事故发生，确保施工安全顺利进行。

（四）矿井涌水量

根据井底水泵房排水量统计，全矿井涌水量如下：

矿井涌水量测定表（单台水泵）

日期排水时间（h）涌水量（m3/h）排水量（m7d）备注

2014、09、051.754.958119.00水泵工作效率按80%

2014、09、122.256.375153.00

2014、09、192.507.083170.00

2014、09、262.507.083170.00

其中：水泵型号：MD85-45x6,扬程270nb流量85m7h,110KW）o

根据原+1151运输车场掘进工作面水文资料，预计+1098回风石门掘进

工作面涌水量为0.lm3/h-0.3m3/h.

为了确保+1098回风石门掘进时的安全，必须按照“预测预报、有掘必

探、先探后掘、先治后采”的原则，采取探放水措施，杜绝透水事故发生,

保证施工安全。

第三章、施工方案、作业方式、施工工艺

一、施工方案

风钻打眼，爆破落岩，绞车提升（地面L6m大绞车提升至副平碉，经

特殊防爆蓄电式电机车推运至地面，然后进行人工翻卸）。

采用短掘短支法。

支护方案：全部采用锚喷支护。

二、作业方式

采用一次成巷法（短掘短支，炮眼深度L8米，爆破效率按80%计算,

每次掘支为L44米），全部采用“锚杆+网片+喷射校”综合支护法

若围岩稳定时，采取顺序作业法，即每次喷浆长度为15米，若围岩不

稳定时，采取两掘一喷。

三、施工工序（详见附后作业循环图表）

掘进：打眼一装药一爆破（采用二次打眼、二次装药，二次爆破）一

通风T出碓、临时支护T锚杆+网片(每一步都需安全检查及处理)。

喷於：准备材料一冲洗岩面一喷基础一喷墙一喷拱(每一步都需安全

检查及处理)。

采用“三、八”制，每班一个循环。

四、施工工艺

(一)掘进作业施工说明

1、施工前的准备：

(1)在井底联络巷北侧安装2台局部通风机，对井底联络巷的风门进

行改造，在门框上部安装铁风门，并设好调节风窗。

即FBD4-6.3/2-22KW(380m7min-550m7min)对旋式局部通风机2台，

安装于井底联络巷北侧，距离+1098回风石门开口30米以外；风机距离巷

道底板不小于30CM,风机要实现“三专两闭锁”(专用变压器、专用线路、

专用开关和瓦斯电闭锁、风电闭锁)。并安装专用开关，使其2台局部通风

机能够自动切换；采用①800mm胶质抗静电、阻燃风筒，满足掘进工作面的

通风要求。

(2)维修轨道下山及井底车场、井底联络巷的轨道、阻车器、防跑车

装置。

(3)将“三条生命线”、风水管路等安设到位。在井底联络巷、距离

+1098回风石门开口25-40米处，安装一组(8个)符合要求的自救袋，

每一个自救袋供风量不小于0.

同时，矿井“八大系统”要服务于该掘进工作面，随着该掘进工作面的

推进而延伸。

(4)进行探放水工作。

(5)加固回风下山自+1098回风石门开口左右各5米范围内的支护。

(6)人员应进行岗前培训。

2、爆破作业

由于+1098回风石门为穿层掘进，根据我矿以往岩巷掘进经验，每循环

炮眼布置34个，掏槽眼每眼装炸药3节，爆破效果较理想。

1)、巷道爆破原始条件见下表

巷道爆破原始条件表表2

名称数量名称数量

岩层硬度f6一8炮眼利用率(%)80

掘进断面(n?)7.26联线方式串联

掏槽方式楔形掏槽瓦斯等级瓦斯矿井

循环进度(m)1.44雷管型号毫秒电雷管1-3段

炸药种类三级乳化炸药装药结构正向

2)、爆破材料

(1)、炸药为三级乳化炸药，规格：直径为32mm、重量为300g/卷。

(2)、雷管为煤矿许用1-3段毫秒延期电雷管，规格型号为DFM2-8/Z

(8#覆铜管),重量：20g/发，导线长度为：2.0m(±0.1m)。

(3)、封孔使用粘土炮泥和水炮泥。

(4)、装药结构：正向装药结构。

(5)、起爆方式：起爆使用MFB—100型煤矿安全发爆器放炮。全断面

采用二次打眼，二次装药，二次起爆，第一次为掏槽眼、辅助眼，第二次

为周边眼、底眼。

⑹、联线方式为串联。

表3：爆破说明书

爆破说明书

眼封起装联利

眼装药量眼角

眼眼

泥爆药线用

深水平垂直

单眼合计

号数长顺结方率

名

m(°)(°)

节旭节炮度序构式%

1-6掏槽6230.9185.4760满I

正

串

1.8

7-15辅助910392.700满I

向

1.889

16-^7周边1220.6247.28888满II装

1.8联

28f底720.6144.20-3满II药

合计346519.5

掏槽方式为楔式掏槽法。见炮眼布置图及装药结构图。

2）、装药要求

全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，药卷聚能穴必须向孔底。装药

前必须将孔内清理干净，药卷间不得有岩煤及其它杂物。不得使用非专用

仪器检测雷管，雷管不得混合使用，抽取雷管时，只能拽线，不准拽管，

雷管缠住，并将脚线末端扭结，任何情况下，不得解割雷管。

3）、起爆方式：

起爆使用MFB-100型发爆器起爆，联线方式为串联。见炮眼布置图及

装药结构图

爆破指标及参数

名称单位数量名称单位数量

炮眼利用率%80每米巷道炸药消量Kg/m13.54

m/循

每循环工作面进尺m1.44每循环炮眼总长度62.4

环

每循环爆破实体m310.45每立方米雷管消耗个/m33.25

Kg/m

炸药消耗量1.87每米巷道雷管消耗个/m25

3

3、打眼

采用风钻湿式打眼。

(1)打眼前准备

①检查风钻各部件，确认完好后，将风管、水管与风钻联接牢固，送

风并进行试运转，一切正常后方准作业。

②检查作业地点支护情况，进行敲帮问顶，确保作业安全。

(2)打眼操作

①严格按设计要求的眼位、眼深、角度进行打眼。

②打眼时必须指派专人监护帮顶。

③打眼时先慢钻进，待钻进50〜100毫米后，再进行正常钻进。

④打眼时，操作人员必须做到袖口紧、领口紧、衣角紧，不准戴手套,

不准敞怀，不准把毛巾露到衣领外。

⑤开眼或钻眼过程中，不准用手直接扶、托钻杆或用手掏眼口的煤、

岩粉。

⑥当风钻发生转动困难或发生异常声响时，必须停止钻进，查找原因，

及时处理。

⑦需要套钎时先停风、接钻杆时必须联接牢固

⑧气腿用力不能太猛，以免断钎伤人。

(3)收尾工作

①钻眼完毕，要用压风吹净眼内的煤、岩粉。

②风钻用完后，撤离作业地点，并将风、水管路盘放整齐。

4、采用三级煤矿许用安全炸药、毫秒电雷管，电雷管延时计算如下：

爆破材料：毫秒电雷管和矿用乳化炸药(三级煤矿安全许用炸药)。

采用MFB—100型起爆器起爆，配用直径为1毫米的铜芯电缆作爆破母

线，母线长180m。

-7

(1)!(母=pL/S=l.1908x10x180/3.14x0.0005=27.30o

(2)串联电阻：R串=2.5x19(一次起爆最多雷管)=47.5Q。

(3)总电阻R母+"=27.3+47.5=74.8。。

(4)MFD-100型放炮器电压峰值为1800Vo

(5)起爆电流：I=U/R=1800/74.8=24.06A>2A,起爆器选择合适。

联线方式：串联

5、装配引药：要在顶板完好、避开电气设备的安全地点进行装配，

利用专门的绝缘工具扎眼，不能直接用雷管或用其它工具代替扎眼，不能

将雷管斜插于药卷上；装好后，脚线要轻轻缠在药卷上，接头要扭接成短

路。

6、装药联线：装药前必须检查工作面的瓦斯浓度，如果瓦斯浓度超

过0.8%时，要首先进行处理，等瓦斯浓度在安全范围内方可装药；药卷要

轻轻地用竹杆推入眼孔，不得用力冲撞，脚线必须悬空，防治淋水，不得

与金属物接触。

7、放炮：

放炮地点：

正常掘进期间放炮地点：永久避难碉室。

揭穿煤层期间放炮地点：地面。当揭穿煤层放炮时，必须在地面放炮,

并撤出井下所有人员，断开井下所有电气设备的电源(仅保留井底水仓、监

控设备、局部通风机的供电电源)。

采用远距离放炮，放炮30分钟后，由安全员、瓦检员先行进入工作面

检查瓦斯和其它安全状况，经检查确认无安全隐患后，方可准许其他人员

进入工作面。

⑴撤人范围、设岗地点

撤人范围：+1098回风石门、井底联络巷、井底水泵房通道、回风下

山等。

设岗地点（共2处）：

岗1：井底联络巷与井底水泵房通道连接处。

岗2:+1151回风石门与回风下山连接处的+1151回风石门。

⑵断电范围：+1098回风石门、井底水泵房、井底联络巷所有的电气

设备（探水钻、水泵等，监控设备除外）。

工作面瓦斯浓度超过0.8%时，不能放炮；放炮员要在安全地点（有掩

护的弯道或躲避嗣室内）给电放炮，放炮母线长180米，放炮员要在距放

炮地点300米以外的安全地点给电放炮，放炮时要在一切可能进入放炮地

点的入口处设岗；并按照“三人连锁”放炮制度进行放炮。放炮后，放炮

母线要扭结在一起。放炮器钥匙由放炮员随身携带，不得转交他人。

放炮时，工作面所有的人员应撤离至距离+1098回风石门掘进工作面

放炮地点300米以外的安全地点（永久避难砌室内）。

8、瞎炮的处理：

线路问题造成的：利用瞬发电雷管时要等5分钟，利用延期电雷管时

要等15分钟方可进行检查。

其它原因造成的：距瞎炮30CM平行打眼，重新装药起爆。

瞎炮要当班处理，处理不完的，必须要与下一班共同处理。

（二）运输

1、采用绞车提升（地面L6m大绞车提升至副平碉，经特殊防爆蓄电

式电机车推运至地面，然后进行人工翻卸）。

运煤（岩）路线如下：

掘进面人工装煤、岩至0.75nl3翻卸式矿车一人工推车途径井底联络巷,

至轨道下山井底车场挂钩处一轨道下山L6m型绞车提升一副平碉特殊防爆

蓄电式电机车推运至地面一人工翻卸。

运料路线如下：

地面人工装车一副平嗣特殊防爆蓄电式电机车推运一轨道下山1.6m绞

车下放一轨道下山井底车场T人工推车至井底联络巷T至+1098回风石门

掘进工作面。

2、人力推车安全措施

(1)巷道坡度大于7%。时，严禁人力推车。

(2)人力推车时一次只准推一辆车。严禁在矿车的两侧推车。同向推

车的间距，在轨道的坡度小于或等于5%。时，不得小于10m;坡度大于5%。时,

不得小于30m。

(3)推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方

有人或障碍物、从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、

风门、嗣室门口时，推车人员必须及时发出警号。

(4)不准在能自动滑行的坡道上停放车辆，确需停放时，必须用可靠

的制动器将车辆稳住。

(5)矿车装料严禁超高、超宽(以不超出矿车内侧棱角沿为宜)。

(6)推车掉道时,在前、后要设置警戒，然后再进行处理。

(三)临时支护

1、打眼之前和放炮之后，应及时将前探梁前移到工作面迎头。前探梁

应利用3根9号工字钢制作而成，每根长4米，用专门的装置固定在锚杆

上(3根工字钢的平行间距中-中不大于75CM),每根前探梁利用3个专门

的装置固定在锚杆上。

临时点柱采用长2.5M单体液压支柱。

2、严禁空顶作业。

(四)锚网支护

一)支护材料规格

锚杆：直径18mm螺纹钢，长1.8mo

锚梁：直径14mm螺纹钢，长3.5m,每2两根焊接宽度60mm。

锚索（钢绞线）：直径18nll11,长6m。

锚杆托板：边长12cm,厚5nlm钢板，锚索托板：长0.5米槽钢。

网片：长2.0m,宽1.0m,由直径4nlm钢筋焊接而成，网格边长100mm。

二）支护要求

1、锚杆布置方式：

锚杆呈矩形布置，排距（顺巷道延伸方向）0.800米,间距（顺巷道两帮

范围）0.757米。

2、锚固剂数量

锚杆：3条（320mm/条）/根。

3、托板、螺丝坚固。

4、锚杆外露长度不大于50mm。

三）锚杆施工说明

1、锚杆呈矩形布置。

2、锚杆方向：打眼时要掌握好锚杆与煤岩层面的交角，在整体岩石中，

应垂直巷道轮廓线，在层状岩石中应垂直岩层层面（夹角不小于75。）。

3、锚杆眼深度：1950mm;间距757mm;岩层破碎或者不稳定时，要加

密锚杆，间、排距可适当缩小。

4、锚杆、锚索眼打好后，必须用压风吹洗眼内的岩粉、碎块、积水。

5、每一个锚杆眼内的锚固剂不得少于3条（每条锚固剂长320mm）;

螺丝要紧固，托板要紧贴岩面。

6、安装锚网时，要求搭接的长度不小于1个网格的长度。

四）锚杆、锚索打眼

采用普通单体锚杆机配备中空六方接长式钻杆和C28双翼钻头湿式打

眼.为保证孔深准确，可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置.

1、钻眼前必须先敲帮问顶，敲掉活石，打好顶柱。

2、看线量边，检查有无欠挖部位。钻眼前，必须看好中腰线，根据巷

道的设计断面，检查是否符合设计要求，有欠挖部位时，要先处理好后再

钻眼。

3、标定锚杆眼的位置。根据巷道的中线和腰线，按照设计标准在岩面

上标定出锚索的位置，并找平锚杆、锚索眼深度周围的接触面。

4、为保证锚杆眼深度和锚杆长度相吻合，防止出现锚杆眼过深或过浅,

打眼前，必须根据设计的锚固深度，在钎子上标定出眼深的位置；打锚索

眼时，采用接力钻杆进行打眼。

5、锚杆眼的检查

凡是锚杆眼排间距大于设计要求的要重新打眼。

锚杆眼深度大于设计要求时，要用碎石和炮泥垫至设计深度，深度小

于设计要求的要重新打眼至设计深度。

锚杆眼应与层面或主要裂隙面成较大角度布置，当层面和裂隙不明显

时，应与巷道周边垂直，或不小于75度。

检查合格后方可安装锚杆。

6、打锚眼时，必须是在单体点柱的保护下进行。

7、临时支护采用2.5米单体液压带帽点柱。

8、严禁空顶作业。

9、在临时支护的保护下进行锚杆支护工作（打锚杆挂网）。

10、遇破碎带时，就事先打好超前锚杆。

11、锚杆机在运行过程中，除锚杆机司机和副手操作外，其他人员应

与锚杆机保持一定的距离；锚杆机司机和副手不得戴手套，接换钎杆时，

要等锚杆机停止运转，关掉压风后进行。

12、采取湿式打眼。

五）锚杆安装

1、插入树脂药卷前应检查其质量（以手感柔软为合格）。

2、先将锚杆孔用压风吹干净，然后将树脂药卷逐个送入孔底，再用棉

丝将锚杆锚固段的水、煤屑等擦干净，最后将锚杆插入眼孔。

3、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上。

4、一人扶住机头一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程慢速旋转，

后半程快速旋转，搅拌时间控制在20-30S（安装锚杆时，上齐托板和螺丝,

然后再进行搅动）。

5、停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约30s。

六）锚固力

1、锚索（杆）要进行拉力试验。

锚杆：

扭矩：顶》100KN,帮》50KN

拉力：顶A150KN,帮》60KN

锚索：

扭矩：顶》150KN,帮》80KN

拉力：顶A200KN,帮》100KN

2、经拉力试验，不合格的锚索（杆）要求补打。

3、巷道顶板应安设顶板离层监测仪。

（五）喷射硅（砂浆）作业：

喷射厚度100mm,水泥（525号）：混合砂=1:4,水灰比为0.45,利

用ZHP-2型转子式喷射机。

①、喷射砂浆施工前的准备工作

A、检查喷射地点的安全情况和巷道规格。

B、检查设备与管路的完好情况，进行试喷。

C:使用压力水冲洗岩帮，洗一段喷一段。

D:喷前应沿巷道轴线方向用铅丝拉好控制线，掌握好巷道的轮廓线。

E：喷前应调整好压风管路，保证工作地点有足够的风量。

F:必须采用潮料，现场施工人员应配戴防尘口罩（喷射手及副手应配

戴防尘面具）。

②、喷射作业

A：喷射机开、关机的操作顺序：

开机：开水一开风一送电一加料。

关机：停料一停电一停风一停水。

B:喷射时，喷嘴应缓慢地、均匀地呈螺旋形移动，使料束喷至岩面时

成直径200mm的圆圈。

C:喷射顺序：先墙后拱，自下而上进行。

D:喷射时就合理划分区段，一般应将6M作为一个基本段，基本段再

分为2M长的三小段。

E:喷侧墙时，每喷完L5M的高度，便依次向相邻的小段推移基本区

段划分及墙拱的喷射顺序。

③、喷射砂浆施工的技术参数

A：工作风压：一般输送距离30-50M时，供风压力0.12-0.18MPa。

B:水压：应比风压高0.IMPa。

C:水灰比：0.4-0.5O

D:喷嘴与受喷面的距离：实践证明，输送距离为30-50M时，供水压

力为0.12-0.18MPa,其较佳距离为：帮300-500mm,顶450-600mm。

C:喷嘴方向与受喷面的夹角。喷射时，该角度尽量保持垂直，喷射下

部时一般可下俯10°-15°,喷顶仰角为80。-85°o

D:一次喷射厚度。其较佳值为：喷墙80T00mni,喷拱为30-50mm。

E:喷射层间的间歇时间，掺有2.5%-4%速凝剂（本矿规定为8%）的普

通硅酸盐水泥，间歇时间15-30min;不掺入的4-8h,而矿渣硅酸盐水泥的相

应间歇时间分别为30-45min和12h。

（六）备用材料

2.5m单体液压支柱10根、接顶木料及背板3矿车，放置在井底联络

巷。备用材料要整齐、稳固地码放在巷道内，不得占用巷道三分之一的断

面，更不得堵塞巷道，不得影响通风、行人。

五、掘进工作面主要设备、设施配备（见下表）

掘进工作面主要设备、设施配备

序号名称型号数量备注

01风钻ZY2821台备用

02风煤钻ZZBL-2.531台备用

03锚杆机21台备用

04探水钻ZDY-1200型21台备用

05风水泵31台备用

08发爆器MFB-10021台备用

09局部通风机FBDNo6.3-2x2221台备用

10矿车0.75m362台备用

11张拉机1

12其它

第四章、辅助系统

一■、通风

在井底联络巷北侧安装2台局部通风机，对井底联络巷的风门进行改

造，在门框上部安装铁风门，并设好调节风窗。

即FBD幽-6.3/2x22KW（380m7min-550nl7min）对旋式局部通风机2台，

安装于井底联络巷北侧，距离+1098回风石门开口30米以外；风机距离巷

道底板不小于30CM,风机要实现“三专两闭锁”（专用变压器、专用线路、

专用开关和瓦斯电闭锁、风电闭锁）。并安装专用开关，使其2台局部通风

机能够自动切换；采用①800nlm胶质抗静电、阻燃风筒，满足掘进工作面的

通风要求。

（一）、风量计算及局扇选择

1、按瓦斯涌出量计算：

Q掘=125xq瓦掘•K掘通

式中：Q掘一掘进工作面实际需要的风量，m7s;

q瓦掘一掘进工作面的瓦斯涌出量，m7min;

取1.32m7min（根据安全专篇相关数据）。

K掘通一掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察

实测后取得；通常，炮掘工作面一般取L8〜2.0,取2.0。

33

据上式计算：Q掘=125x1.32x2=305m/min=5.50m/s

2、按局部通风机吸入风量计算

Q1=Qf+0.25S

式中：

Qf——掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进面选用FBDNo6.3/2x22

型局部通风机,其吸入风量取38局550m3/min,即6.3-9.2m7s,取9.2m3/s;

0.25S——为防止局部通风机吸循环风的风量，S,局部通风机安设处断

面，按9.28W计算。

Q掘1=Q掘2=9.2+0.25x9.28=11.Om'/s

3、按炸药使用量计算

33

Q掘=25Ac=25x11.4=285m/min=4.75m/s

式中：Ac——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，11.4kg;

4、按工作面人员数量计算：

33

Q掘=4Nc=4x10=40m/niin=0.67m/s

式中：Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，10人；

5、按风速验算：

煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足：0.25xSj《Q掘44xSj

因+1098回风石门46m处将揭穿M04煤层，故最小风速按照0.25m/s计

算。

2.174Q掘《34.76

2

式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，8.69mo

根据上述对风速验算并取最大值Q掘=5.50m7s,满足要求。

选用FBD世6.3/2x22KW(380m7min-5501n7min)局部通风机2台，一

台使用，一台备用，两台要实现自动切换。

(二)、局部通风管理

1.通风系统

(1)新鲜风:地面一副平桐一轨道下山一井底联络巷一局部通风机、

风筒(直径800mm)-+1098回风石门掘进工作面。

(2)污风：+1098回风石门掘进工作面一回风下山一回风平碉一引风

碉一主要通风机一地面。

2.采用压入式通风。

3.风筒接头必须双反边，及时修补破口以减少漏风，风筒吊挂严禁出

现“铁丝相连”。风筒要求缝环必挂，吊挂平直。

4.风筒出口距迎头不能超过5米，在巷道拐弯处加铁弯头，严禁拐死

弯，不得出现挤压风筒现象。

5.风筒必须采用统一的规格，不允许“花接”。若遇特殊情况，当风筒

出现由大变小时，必须采用赤字渡节，严禁出现风筒由小变大或中间出现

节茬；风筒过风门墙时，要设置风流逆返装置。

6.矿车运送物料时严禁超高、超宽，以免损坏风筒，与矿车有磨擦的

地方进行扩帮，以满足风筒吊挂的需要，如不能进行扩帮处理时，要采取

其它措施，保护风筒不受损坏。

7.局扇的开停由瓦检员执行，其它人员严禁停送局扇。

8.临时停电停风按其措施规定执行。

(三)、通风系统管理

1.按规定进行测风，发现问题，查明原因，采取措施处理。

2.巷内堆放物件时，严禁占巷道1/3以上断面。

（四）、瓦斯管理

1.巷道开口起，每班设专职瓦检员检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。

2.加强通风：临时停工不得停风，检修停电停风时必须切断电源，撤

除人员，设置栅栏，揭示警标。

3.每班瓦检员对CH,、CO2检查不少于三次（揭煤期间、煤巷掘进时要

求随时检查）。

4.每班瓦检员对巷道高顶部、冒落的空洞及洞室进行瓦斯检查，若有

局部瓦斯积聚，立即采取措施进行处理并汇报。

5.工作面回风流中瓦斯浓度）0.8%时，停止作业；工作面回风流中瓦

斯浓度21.5%时或CO：浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取

措施，进行处理。

6.工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电煤钻打眼，爆破

地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。

7.巷道内体积在于0.5n?的空间内瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内

必须停止工作，撤出人员，进行处理。

8.工作面放炮峰值瓦斯在3%以下时，采取加强通风方式，只有瓦斯浓

度降到0.8%以下时，才能进入工作面；工作面放炮峰值瓦斯达到3%或者3%

以上时，要制定专门的瓦斯排放措施，指定人员，进行瓦斯排放，并由救

护队专责人员进行处理。

9.按照瓦斯分级管理的办法进行瓦斯管理。

10.严格执行“一炮三检”制度。

二、供电：本矿供电线路660伏下井（主、副井），沿轨道下山，直接

引线至+1098回风石门。

三、排水：水沿水沟流入主副水仓。

工作面涌水一+1098回风石门水沟自流一井底联络巷水沟一井底水仓

一井底水泵房多级排水泵、排水管一地面水管一地面污水处理站一达标后

排放、循环井下使用。

四、压风：地面安装有空气压缩机3台，1台工作，2台备用，型号为

BLT150A-19.9/8螺杆式压缩机三台,每台额定排气量为19.9m'/min,额定

排气压力为0.8Mpa,配套电动机功率llOkw;压风管路：干管选用小75mm

无缝钢管，支管选用巾54mm无缝钢管，压风管路安装到++1098回风石门。

五、运输：采用绞车提升（地面L6m大绞车提升至副平嗣，经特殊

防爆蓄电式电机车推采用绞车提升（地面1.6m大绞车提升至副平嗣，经特

殊防爆蓄电式电机车推运至地面，然后进行人工翻卸）。

运煤（岩）路线如下：

掘进面人工装煤、岩至0.75nl3翻卸式矿车一人工推车途径井底联络巷,

至轨道下山井底车场挂钩处一轨道下山L6nl型绞车提升一副平碉特殊防爆

蓄电式电机车推运至地面一人工翻卸。

运料路线如下：

地面人工装车一副平嗣特殊防爆蓄电式电机车推运一轨道下山L6m绞

车下放一轨道下山井底车场一人力推车途径井底联络巷一至+1098回风石

门掘进工作面。

六、防尘、防灭火：利用地面水池（250M3）,通过直径75MM主管、直

径54MM支管，通至工作面，进行喷雾洒水。同时，下井人员要配带防尘口

罩，以达到个体防尘效果。

凡下井人员不得携带烟草和易燃品下井，严禁失爆电气设备下井，掘

进巷道内不得从事电焊、气割工作。

采区消防材料库内要备有足够的消防材料。

七、信号系统：工作面、自救嗣室、打点嗣室应各安设一台按键式防

爆电话，直通地面调度室，井下的电话都相互联通。

八、安全监测监控系统：

（一）监测监控设备和设置地点

本矿采用KJ83N型瓦斯监控系统。工作面瓦斯探头距工作面小于5米

的巷道内，工作面回风流瓦斯探头、一氧化碳探头距回风口10T5米的巷

道内。监测监控分站设在井底联络巷。

（二）报警浓度、断电浓度的设置

报警浓度：I>0.8%CH4T2>0.8%CH4

断电浓度：T^l.5%CH4T2>0.8%CH4

复电浓度：L<0.8%CH4T2<0.8%CH4

断电范围：LT2的断电范围为+1098回风石门和井底联络巷所有的电

气设备（探水钻、水泵等）。

（三）安全监测监控系统管理

1、地面监测室随时观察监控数据，当发现异常情况时及时汇报。

2、局扇电源安设风电闭锁装置。

3、所有安全监测装置必须达到设计要求：传感器所监测数据必须准确

传送监控室，并保证24h监控。

4、分站电源必须由变电所单独供电，严禁接在其他电源上。

5、监测维护员每天对监测系统进行检查维护、按规定进行调试及断电

试验。

6、安全监控设备必须具有故障闭锁功能，当与瓦斯闭锁控制有关的设

备未正常运行或故障时，必须切断该监控设备所控制的全部非本质安全型

电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后,

自动解锁。

7、放炮时，由瓦检员将瓦斯传感器移距放炮点30m以外的安全地点吊

挂好，炮后移到规定位置吊挂好。

8、撤除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检

修与安全监控设备关联的电气设备、监控设备停止运行或重新启用时，必

须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。

第五章、质量标准

一、巷道方位、坡度以及断面尺寸质量标准

1、严格按照中腰线施工。

2、严格按照断面尺寸进行施工。

3、验收标准（误差允许）：巷道断面尺寸不得小于5cm,不得大于10cm;

支护间距（中一中）不得大于±5cm;巷道偏中、腰线不超过±5cm。

4、所有巷道，当方位和坡度需要改变时，施工队要按技术人员指定的

方位和坡度进行施工。

二、锚杆+网片+喷射於支护

1、巷道两帮超挖、欠挖不超过50mm,拱顶超挖、欠挖不超过50nlin。

2、锚杆间排距误差不超过5cm。

3、严格按照设计标准安设锚杆。

4、按装长1.8m-2.2m锚杆时，每个锚杆眼的锚固剂不得少于3条。

5、锚杆尾端（托板外）露出长度不得超过5cm（安装锚索时，外露长

度不得超过15cm）。

6、网片搭接严密。

三、锚喷支护

1、墙体凹凸不超过3cm,拱顶凹凸不超过6cm。

2、锚杆间排距误差不超过5cm。

3、严格按锚杆数量安设锚杆。

4、按设长1.8m-2.2m锚杆时，每个锚杆眼的锚固剂不得少于3条。

5、已喷射校巷道，锚杆尾端（包括托板）露出长度不得超过5cm。

6、遇破碎带、岩层松软地带或煤层时，要缩小锚杆的间排距，并按要

求必须挂网，超挖（正常情况下＞150mm）部分要求校喷射充填严实。

7、喷射校基础不小于25cm。

8、托板和螺丝齐全，锚索锁具牢固可靠。

9、喷射厚度误差不超过2cm。

10、速凝剂的配比不能超过8%,一的配比要合理。

四、安全、文明施工

1、巷道掘进面20M以外不能有硅石堆积。

2、管线吊挂整齐。

3、巷道内的物资要码放整齐。

4、及时排干巷道内的积水。

5、严格执行敲帮问顶制度。前探梁、临时支护要紧跟工作面。

6、及时打好临时支护，不能有空顶现象。

7、风筒口距离工作面小于5m。

8、严格按照作业规程施工。严格按照运输安全、顶板管理、探放水、

防突等措施进行施工。

9、采取湿式打眼，严禁无水干式打眼。

第六章、工期

+1098回风石门正常掘进每循环进度为1.44米，每小班1循环，采用

“三、八制”，一次成巷，总工程量为48m,正常掘进日进度为4.32米，工

期12天（包括喷桂、水沟等）。

第七章、施工组织

每小班10人，兼作打眼、支护（其中爆破工、绞车司机要指定专人负

责）；一次成巷法。本矿有专职安全员、瓦检员、电钳工和运输队，施工队

不再另外配备。

第八章、安全技术措施

一、顶板管理

（一）一般规定

1.严格执行敲帮问顶制度，每次进入工作面、炮后及施工过程中，施

工人员必须认真找净帮、顶的活石险阡。敲帮问顶时，人员站在安全地点。

用长柄工具进行。此项工作由班长负责落实。

2.迎头必须采用前探梁支架（或者采用超前锚杆）。

3.施工过程中必须有经验的人员进行观山，发现险情，及时撤出人员，

待险情排除处理好，确认安全后方可进行正常施工。

4.每班安全员、班组长要对沿途巷道的支护情况进行检查，发现问题、

隐患时，必须先进行处理，然后再进行施工。

5.严禁空帮空顶作业，严禁超挖。

（二）开口段、交岔点段顶板管理措施

开工前，首先要加固回风下山自+1098回风石门开口点左右各5米范围

内的支护（补打锚杆、锚索）。

1、开口时（+1098回风石门自交岔点柱敦以内0-5米地段），只允许放

小炮（1眼/次、0.30kg炸药/眼）。

2、交岔点地段锚杆、锚索（直径15.24mm,长6m钢绞线，沿交岔点方

向，每1米1根锚索）要加密间排距（均不大于5米）。

二、防突措施（详见+1098回风石门掘进工作面揭穿煤层防突设计及

安全技术措施）

+1098回风石门为穿层全岩掘进，在掘进以内46米处将揭穿M04煤层。

对）0.3m的煤层要实施综合防奥格施

+1098回风石门揭煤时，要加强探放水工作，在探放水的同时，探明

掘进前方的地质情况，以防误穿煤层。

及时探明煤层：在施工过程中，要坚持“有掘必探，先探后掘”的探

放水原则，在探水的同时，掌握掘进前方的煤、岩地质情况，对0.3米及

以上的煤层均要采取防突措施。

揭煤距离的划定：掘进工作面距离煤层法法向距离5米至进入底板法向

距离2米，即总法向距离为7米。在划定的揭煤距离中掘进时，必须严格

按照远距离爆破的相关规定执行。

利用ZDY—1200型防突钻机。钻机在钻进时，注意观察出水的颜色，记

录钻机钻进的深度、方位和倾角，以便判断计算出煤层的厚度，并随时检

测孔口瓦斯、二氧化碳涌出情况。

一般情况下，在掘进至距煤层最小法线距离10米之前，必须至少打2

个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5米的前探取芯钻孔，并详细

记录岩芯资料。当需要测定瓦斯压力时，前探钻孔可用作测定钻孔，若二

者不能共用时，则测定钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。

若遇地质构造复杂、岩石破碎的区域，掘进工作面掘进至距离煤层最小法

线距离20米之前必须布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚

度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。

当瓦斯压力在》0.74MPa时，预测为有突出危险性，掘进至距离煤层不

小于5米的地段实施瓦斯抽放的防突措施。当小于瓦斯压力在＜0.74MPa、

瓦斯含量＜8m3/吨时，无突出危险性，在掘至距离煤层法线距离不小于5

米处进行预测。

（一）突出危险性预测

采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性。

工作面掘至距离煤层法线距离5米时，在工作面向煤层的适当位置至

少打3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时，每钻进1m采集一次孔口排出的粒径

1〜3nlm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标Ki或值。测定时，应考虑不同

钻进工艺条件下的排渣速度。

钻