运输联络巷作业规程

纳雍县鸿腾煤业有限责任公司

纳雍县勺窝乡湖坝村中井煤矿

16下05运输联络巷作业规程

编制：生产技术科

2016年8月12日

矿级会审意见

会审时间2016年月日

职务姓名会审意见

矿长

总工程师

生产副矿长

安全副矿长

机电副矿长

通防副总

中井煤矿16下05运输联络巷作业规程

第一章工程概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

1.巷道名称：16下05运输联络巷。

2.巷道位置：该巷道位于1841轨道石门以西，1601回风巷以南。

3.相邻关系：16下05运输联络巷巷道设计标高+1842.3m,布置在6

下煤层中，位于1841轨道石门以西，西为16下05回风上山（未施工），

北为1601回风巷、16下05运输巷（未施工），南为6下原生煤体，东面为

1841轨道石门（16下05运输联络巷平面示意图见附图）。

二、巷道用途、性质、设计长度等。

1.巷道用途：该巷主要为16-.05工作面生产材料运输和回风辅助

巷道，以满足16-05工作面的通风、行人、运输及管路敷设等需要，

为16下05工作面回采做准备。

2.巷道性质：该巷道为半煤巷。

3.巷道设计长度和服务年限

巷道设计长度100m（16下05运输联络巷60m、回风联络巷40m）,预

计开工时间为2016年9月上旬，竣工时间为2016年9月底，服务期限为

8个月。

第二节地面相对位置及邻近采区开采情况

表1：井上下对照关系表

巷道名称16:05运输联络巷及回风联络巷

标高Z二+1842.3m

地面相

该巷道对应地表位置为荒山坡地带，无水。

对位置

16下05运输联络巷位于1841轨道石门以西，西为16下05回风上山（未施工），

井下巷道位置及

北为1601回风巷、16下05运输巷（未施工），南为6下原生煤体，东面为1841轨

相邻关系

道石门。

煤层、邻居巷道对该巷道为煤岩掘进。均布置在6下煤层内，由于我矿巷道底鼓严重，巷道变型大，

掘进巷道的影响维修量工作也大。

巷道设计长度16下05运输联络巷60m、回风联络巷40m

第三节煤（岩）层赋存特征

16.05运输联络巷属6号下煤层，位于龙潭组（P3/）上部，黑

色、褐黑色，细〜中条带状结构，半亮型，一般0-1层夹石，平均厚

度1.27m,属结构简单、厚度较稳定，为大部可采煤层，16下05采区

范围煤层稳定，煤层1.0〜1.3m,平均厚度1.27m。顶板为粉砂质泥

岩，底板为泥岩。

煤层的顶、底板：井田内的6下煤层的直接顶及伪顶板为泥岩；

底板为泥质粉砂岩。抗压强度及抗剪强度均较低，易破碎，稳定性较

差，厚度变化大；遇水后异膨胀。

附：（煤层顶底板结构表2）、煤系地层综合柱状图

表2：煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性描述

煤伪顶泥岩2粘土泥岩

层

顶直接顶粘土岩0〜12炭质粘土岩或粘土岩、粉砂质粘土岩

底

板直接底粉砂岩0〜3泥质粉砂岩。

情灰黑色砂页岩，夹条带状灰岩，底部含菱铁

老底泥岩、页岩4

况质结核。

（煤系地层综合柱状图）

地层厚度堪县

柱状及标

最小一雄大岩石名称岩性描述

累摩志展

平均1：500

---_陶号

1.30―22.00粉砂岩金鬻函捋移耨砂卿隋川佛I煤氏

9.493.64-二-

/3煤层母辘,翱献度变化不大'全区可采，可采

671.13

O—■Uli■1/

2点6Z1792泥岩深灰色，产植物化石碎片.

IEm煤层黑色块状，简单结构，与3煤层有合并分岔现象“

68056泥防粉砂岩灰色泥质粉砂岩.

一密炉？

68135\，5煤层黑色块状，层位不稔定，结构简单“

粉砂岩深灰色，夹菱铁质薄层，产植物化石，

686.31——

J.77—5.74_______■

一_______■6煤层取色状状一版正大奸.同举山44厘犬杆.品位梅定，摩度文化大.

«&21全区可采，可第*97V工6,煤层分叉介井.

).10——2.81____\做限.翩僧勤户立文化小北“02伙臾行.“戌?&.■天

1.4149/\6.煤层

中将衿

"S9R一67泥质酚砂皆灰色.产植物

7一、、7.tiMie.ins*six.,dir1神一

2

二、巷道瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤与瓦斯突出倾向、煤层自然

发火倾向及发火期、煤尘爆炸指数。

1、2014年瓦斯等级鉴定报告为：矿井相对瓦斯涌出量为

19.44m3/to相对C02涌出量10.59m3/to该矿井瓦斯等级为高瓦斯

矿井。

2、煤层的爆炸性：根据贵州省煤田地质局实验室2011年08月

22日提交的《煤层瀑炸性鉴定报告》我矿1#、2#、3#、6#、6下#、

7#、8#、10#、31#、32#煤层、均无爆炸性。

3、煤层自燃倾向性鉴定：根据贵州省煤田地质局实验室2011年

08月22日提交的《煤层瀑炸性鉴定报告》我矿1#、2#、3#、6#、6

下#、7#、8#、10#、31#、32#煤层、煤层自燃倾向性鉴定结果均为HI

不易自燃煤层，即为不易自然煤层。

4、矿区内无地温异常现象，属地温正常矿井。

第四节地质构造

我矿煤、岩地层走向呈北西〜南向东，倾向南西，倾角8〜18°,

一般为8°〜11°,1605采区平均倾角为14°,沿走向和倾向产状

变化不大，煤层产状与地层产状一致。地表未发现断层及褶曲，该巷

道预计局部煤层变薄，区内构造复杂程度类型应属简单。

第五节水文地质

1、含水层及其富水性

矿井范围主要出露的地层，自上而下有：第四系（Q）、三叠系下

统夜郎组（Tly）、二叠系上统长兴组（P3c）、二叠系上统龙潭组（P31）

及二叠系中统茅口组（P2m）o

2、地下水补径排条件

根据地质报告提供的资料，第四系孔系水、煤系地层基岩裂隙水

是矿坑主要充水因素，大气降水是充水因素主要的补给水源，矿井涌

水量随雨季有所增加，并且裂隙越发育，涌水量越大。水文地质条件

3

属中等。

3、巷道水文分析

16下05采区上部为3号煤层采区，根据1305采煤工作面的涌水情

况分析，1303采面采空区水经1305采面自流排出地面，16下05采区对

应的上部1303采面采空区无积水，16下05运输联络巷在施工过程中预

计只有少量顶板淋水。

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道位置、长度、开口点、坡度及工程量等

1.巷道位置

16下05运输联络巷位于1841轨道石门以西，西为16下05回风上山

（未施工），北为1601回风巷、16下05运输巷（未施工），南为6下原生

煤体，东面为1841轨道石门。

2.巷道长度、方位角、开口点坐标及坡度

16下05运输联络巷设计长度：100m（16下05运输联络巷60m、回

风联络巷40m）,方位角252°,巷道开口点在1841轨道石门风门以里

12m,按252°施工20m,转向按132°施工20m上山再转向按72。施工

20m与总回风上山贯通，完善相关通风设施后，按252°方位施工40m

至设计位置与16下05回风上山贯通；开口点坐标：X=35526413,

Y=2956728,Z=+1842.3。

表3：巷道工程特征表

断面特征支护形式

巷道巷道

坡度

名称长度（m）形状断面积（m2）采用11号工字钢架棚支护，

棚距1000mm,半圆木背帮顶，圆

16下05运输联络掘：6.38木规格长1.2m,直径不小于中

100梯形断面

3%o120mm,两帮及顶均不少于4根。

巷及回风联络巷净：5.0

4

巷道采用11号工字钢架棚支护，棚距1000mm,半圆木背帮顶，圆

木规格长1.2m,直径不小于中120mm,两帮及顶均不少于4根，且不能

出现空帮空顶。

（一）掘进巷道临时支护

采用吊挂前探梁做为临时支护，前探梁用两根n#工字制成，

5

长度不小于4.0m,两根悬挂间距不大于1.2m,4个自制吊钓（另备

用2个），前探梁最大控顶距离1.6m,前探梁上方用规格为：长义宽

X厚=2000X200X50mm小板梁铺严并用木楔与顶接实，木板数量不

少于8块。前探临时支护规定：

1、前探梁距迎头煤壁最大距离200mm,最大控顶距离1.6m。

2、每根前探梁有2个固定点，且前探梁用背板与顶板接实，背板

规格为长X宽X厚=2000X200X50mm,背板数量不少于8块。

3、架工字钢棚前，先清理干净松动煤岩，无伞缘煤。出现断层、

淋水等顶板破碎地段，及时进行背帮、顶，禁止空帮、空顶作业。

4、巷道浮喳清理干净，无杂物，设备、材料摆放整齐。

（二）运输巷道永久支护

掘进作业时永久支护尽可能跟至迎头，放炮后空顶距离大于1.6m

时，必须进行工字钢梯形棚永久支护。

表4：16下05运输联络巷（K0+0m〜60m）临时支护说明书

序号项目单位参数备注

前探梁支护；特殊情况下，可采用增

1支护形式

打单体液压支柱支护

2工字钢根2长度4.0m的11#工字钢（备用1根）

3吊钓个66个（备用2个）

4横梁（半圆木、背板）根22000X200.2000XQ)50mm

5杂木料块2长度2.0m,厚度0.l-0.2m

第四节支护工艺

1、首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全

后方可进行工作，出硅时必须站在临时支护下进行作业。

2、支护前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要

求，不符合要求时，必须及时处理。

3、支柱要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再进行支

护。

4、掘进时，临时支护必须紧跟迎头，在临时支护下，出完罐，

6

出完磴后及时进行工字钢支护。

5、架棚前先挖好腿窝，用钢尺量好高度，确认高度够时安上棚

腿，棚腿在安装梁头前要用一根木背板别在前一架支好的支柱上临时

固定，固定好后方可安装另一支腿。

6、安装梁头必须由三人进行：一人扶一只腿，另一人上梁。上

好梁后，通过打木楔的方式校正棚柱，使之符合中腰线的要求。然后

再在顶和帮按要求进行背板，严禁空帮空顶。

第三章施工工艺

第一节施工方式

一、施工方式

由于巷道受煤层赋存条件影响，煤层平均厚度在1.2m,巷道为

半煤巷，巷道掘进采用爆破作业，工作面采用光面爆破，一次装药，

一次起爆。

二、开口与交岔点的施工方法：

1、各交岔点均布置在6号煤层内掘进，因岩层较软，故所有交

岔点均采用11#工字钢梁支护。施工时，以扩大挑顶的方法施工交岔

点。

2、开口点的支护方式为双梁双柱抬棚。即在开口点用双梁双柱抬

柱支护。

第二节掘进方式

1、此巷道为半煤岩或全岩巷掘进，均采用打眼放炮的掘进方式

进行掘进。

2、打眼使用YT-28凿岩机进行打眼；风源来自地面空压机房,

L2-10/8型和4L-20/8型空压机各1台，通过4寸及2寸管路输送

到工作面。

3、钻爆工艺流程：

钻眼前的准备（检查瓦斯及安全隐患）一钻眼一检查瓦斯及安全

7

隐患f洒水降尘f装药联线一检查瓦斯、安全隐患撤人设警戒f洒水

防尘、开喷雾f爆破一检查瓦斯、安全隐患及破岩效果一洒水防尘、

敲帮问顶f临时支护f出煤/阡f永久支护一清理卫生一安全交接

班。

4、炮眼布置及爆破方法：

一般为24个炮眼，其中掏槽眼3个，眼深1.8m,每个炮眼装药

量3卷；辅助眼8个，周边眼13个，眼深1.6m,每个炮眼装药量2

卷，各炮眼之间用串联连接。放炮距离为300m。遇煤层变薄时可根

据情况增加炮眼个数和装药量。

使用煤矿许用安全炸药和瞬发电雷管，放炮器使用MFd-100型

防爆发爆器起爆，联线方式为串联，爆破方法：正向爆破。

5、钻爆工序要求：

1）钻眼前，必须详细检查正头10m范围内的支护及距迎头20m

范围内的瓦斯及安全情况，发现问题及时处理。

2）必须依据中线在工作面按规定布置炮眼位置。

3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式

钻眼。

4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制度”。

5）爆破采用正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷管，不

低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用1个水炮泥和一个隔水泥。

6）采掘作业面放炮的启爆地点必须设置在防突风门以外的全风

压新鲜风流中的临时避难碉室或永久避难碉室内，且离工作面的距离

不得小于300m,达不到要求的一律实行地面放炮。

7）启爆地点必须安设视频监控系统。放炮时严格执行“一炮三

检”和“三人联锁放炮”规定。放炮时由带班矿长清点作业地点人数,

确保放炮作业地点及受影响范围人员全部安全撤离到启爆地点后报

告矿调度室，矿调度室值班人员通过视频监控系统全程监督，确认无

8

误后方可通知井下实施放炮。

放炮30分钟后，地面调度室根据监控系统显示工作面及其回风

流中有害气体浓度在安全范围内方可进入工作面作业。

9

掘进方式及工艺流程图图五

打眼、装药

检查

断面

尺寸

轮廓

o

正向装药结构图

1200

炮泥水泡泥炮泥起爆药m级乳化炸药

注封泥长度60020096200200200

1000

炮泥水泡泥炮泥起爆药III级乳化炸药

2封泥长度50020096200200

第三节顶板管理

1、本掘进工作面必须严格并加强敲帮问顶制度。此项工作必须

有一名有经验的老工人带领，两人进行，一人观察，一人敲帮问顶，

并且由外向里逐段进行。确认无危险时，方准人员进入工作面作业。

2、遇有地质变化时，必须加强支护，若要改变巷道支护方式，

必须向总工程师汇报，得到工程师的批准后，方能改变支护，具体措

施根据现场实际情况决定，且更改巷道支护方式时必须严格按照《煤

矿安全规定》的相关规定执行。

3、当掘进工作面遇到下列情况之一时，必须立即停止作业，撤出

所有受威胁的人员，并及时通知矿调度室和有关部门及相关负责人。

①顶板来压、支护变形速度剧增时；

②工作面遇有岩石外移、涌水量增大等突水预兆时；

③顶板离层严重、大量支护失效时；

④瓦斯等有害气体超限、温度骤增骤减时。

4、掘进工作面必须保证后路巷道畅通无阻，支护完好，清洁卫

生。

5、掘进支护间距1.0m,最大空顶距为0.2m,因此工作面最大控

顶距不得超过1.2m,若最大控顶超过1.2m,必须停止作业，采取永

久支护措施进行处理。

6、临时支护与永久支护必须紧跟迎头，放炮后临时支护最大控

顶距不得超过1.6米，否则必须立即采取永久支护措施进行处理。

7、必须认真检查后部巷道支护情况，发现问题应立即进行处理,

发现工程质量不合格必须立即进行整改，发现顶板下沉情况严重，两

帮位移加大，要及时撤出工作面的全体人员进行处理，并采取补救措

施，具体补救措施根据现场实际情况编制。对巷道进行修复或整改时,

必须坚持由外向里逐段修复、整改，修复、整改合格后，方可进入工

作面作业。

11

8、当班发现的安全隐患，当班必须处理完毕，如有特殊情况未

处理完时，必须由跟班班长在现场与下一班班长交待清情况，由下一

班班长组织处理，若发现的安全隐患在24小时内不能处理完，当班

安全员必须向矿调度室汇报和总工程师汇报，由技术科编制相应的措

施，经贯彻签名后，方可进行处理。

9、顶帮遇到大块断裂研石或歼石离层时，应先设置临时支护，

保证安全后，再顺着裂隙、层理敲帮问顶，不得强挖硬刨。

10、当发现顶板破碎或局部冒落时，应及时进行超前临时支护或

打过梁(撞楔)管理顶板。

11、在施工过程中，必须加强对顶板的观察及监控，并作好相关

数据的记录。

12、施工过程中严禁空顶作业。

第四节装载与运输

16:05运输联络巷掘进工作面采用矿车运输，人工装渣。

运煤秆路线：16F05运输联络巷掘进工作面-16r05运输联络

巷-1841轨道石门一轨道上山一副平碉一地面。

第五节管缆线敷设

在掘进施工中，所敷设的电缆、供水、风管、放在巷道的一侧，

风筒等均放在巷道的另一侧，吊挂牢固整齐。

1、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。风筒使用直径600min

的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。

2、辅助要求：

(1)风、水管采用50mmpE管或无缝钢管用法兰盘连接，不得漏

风漏水。

(2)风、水管离地不小于300mm。

(3)监控线离地1500mm,与风水管在巷道同侧。

(4)风筒挂在巷道的另一侧。

12

（5）其余事项严格按照《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办

法》执行。

第六节设备及工具配备

一、巷道掘进使用的工具及设备（非机电部分）

表5：施工设备及主要材料配备表

名称嘘型号数量单位名称规耀号单位

YT-291台油泵及张拉器2台

腿按需台水管按需根

压风管犍根捻K钻ZDY-9501台

风钻YT281台球钻MZ-1.51台

第四章爆破参数的选择计算

第一节爆破参数的选择计算

1、掘进方式：采用钻眼爆破法掘进。

2、钻眼工具：使用煤电钻、风岩钻配合YT28凿岩机。

3、爆破器材选择：

炸药选用煤矿许用三级乳化炸药，药卷直径为32mm,药卷长度

为200mm,重量为0.2kg,殉爆距离40mm,爆速不小于2300m/s,爆

力为220mL；

雷管选用1-4段毫秒延期电雷管；

发爆器选用MFB-200型发爆器，发爆能力为200发。

4、连线方式：大串联；

5、工作面炮眼布置：

为了便于打眼，掏槽方式均采用直形掏槽，其炮眼布置见附图。

6、爆破参数的确定

1）炮眼深度的确定：

13

16下05运输联络巷和回风联络巷沿煤走向施工为半煤巷道，在确

保每班多循环的前提下，循环进度取1.5米，即每循环需爆破长度

1.5m,则辅助眼及周边眼的深度为L6m,掏槽眼深度为1.8m。

2)炸药消耗量：由于巷道主要是沿6下煤层顶板掘进，该巷道大

部分是半煤巷道，故在本设计计算中的炸药消耗量只作为实际施工的

参考。根据地质报告提供的资料和目前所撑握资料，初步将煤层的坚

硬系数定为f=4-6,根据爆破各种岩石的单位炸药消耗量表及长期

的生产实际资料统计，我矿16下05运输联络巷掘进施工单位炸药消

耗量q一般为0.8(kg/m3)

3)炮眼数目的确定：

循环进度1.5m,掏槽眼深度1.8m,其余眼深1.6m,则炮眼利用

率n=L0/LX100%=l.3/1.4X100%=92%,根据以上确定的各项参数，

则该巷道的炮眼数目：

Q=qXsXmXn/ap=(0.8X6.38X0.2X0.92)/(0.25X0.2)

-19(个)

以上炮眼数目计算式中，q:单位炸药消耗量；s：巷道掘进断

面积；m：药卷长度；T］：炮眼利用率；a：炮眼装药系数；p：药

卷质量；L。爆破实体；L炮眼深度。

在施工过程中，技术员可根据现场实际情况对炮眼数目，装药量

酌情增减，本掘进工作面设计炮眼数目为24个，大于19个的最低要

求，24个炮眼数能满足光面爆破的要求。

7、装药结构与起爆：

采用大串联正向装药。以上计算的各项参数只供掘进施工参考，

工程技术人员可根据实际情况对爆破参数进行调整。

项目单位数量项目单位数量

14

巷道的掘进断面m26.38炮眼数目个24

岩石的坚固系数4-6雷管数目个24

炮眼深度m1.6总装药量kg14

表6：起爆原始条件表

表7：预期爆破效果表

项目单位数量项目单位数量

炮眼利用率%92每循环巷道耗药量kg14

每循环工作面进尺m1.5每循环炮眼总长度m39

每循环爆破实体m39.57每d岩岩耗雷管量个/m32.508

炸药消耗量kg/m11.462每米巷道耗雷管量个/m16

第二节炮眼布置及爆破说明书

采用普通钻爆法施工工艺。炮眼布置图与爆破说明书见附图。

15

下运输联络巷掘进炮眼布置图

爆破说明书:

炮眼深度领角炸药消耗量雷管消耗量

眼号

(m)垂直水平个,眼kg/眼小计(kg)发段数

1-31.834X3X0.22.431

4-111.684X8X0.26.483

12-241.6132X13X0.25.2135

合计39炸药消耗量2.4*6.4-5.2=11kg24

16

第五章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式

工作面施工过程中采用压人式通风方式，局部通风机配抗静电和

阻燃柔性风筒压入式通风，风筒直径600mm,局扇供电实行“三专两

闭锁”，掘进系统内的电器设备必须安装“风电、瓦斯电”闭锁装置。

二、风量计算：

表6：风量计算

项目按公式计算及计算结果Q—工作面实际需要风量，ni/min

q一工作面平均瓦斯绝对涌出量，0.6m

1.按瓦斯涌出量计算Q=100qk=100X0.6X2=120m/min

/min

2.按人数计算Q=4n=4X12=48m/min

k—瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取

Q二Q局Ikf2

3.按局部通风机的实

=300X1X0.77n一工作面同时工作的最多人数，12人

际最小吸风量计算

=23lm/minQ局一局部通风机的实际吸风量，取

300m/min

风量1.按最低风CU=Vmi„X60S=15S^15S=25.65m/min

I一同时运转的局部通风机台数，1台

验算速半煤巷：V=0.25m/s,Qin>15Sm/min

minraKf一为防止局部通风机吸循环风的风

2.按最高风

量备用系数0.77

速

Qmax^240S=1416ni/minS一巷道掘进断面积，6.38m

按有害气体P瓦一瓦斯绝对涌出量，0.6m/min

L5/QW1%,

浓度Q

Q^15M7MIN

掘进工作面配风量150m/min

局部通风机安装处巷道配风量430m/min

三、局部通风机的选型及安装地点

L局部通风机吸风量的确定：

Qf=Qj/(4)c)=300/(70%)=428.5m/min

式中Qf---局部通风机吸风量，m/s；

Qj---掘进工作面需要风量，m/s；取150m/min；

17

①c——风筒有效风量率，%；取①c=70%。

2.根据计算结果，局部通风需要吸风量为300m/mino选定

FBDN06.8/2*1Ikw风机。

3.安装地点：风机安装在1841轨道石门风门外，送风距离随掘

进而延伸。局部通风机必须装设三专(专用变压器、专用开关、专用

线路)、两闭(风电、瓦斯电闭锁)设施，装备“双风机、双电源”，

必须实现自动切换。

四、通风系统

1.进风路线：副平碉一轨道上山一1841轨道石门一16下05运输

联络巷局部通风机一通过风筒送风至16:05运输联络巷掘进工作面。

2.回风路线：

(1)、回风联络巷贯通前：16下05运输联络巷掘进工作面一16

下05运输联络巷一1841轨道石门一回风联络巷一回风上山一回风井。

(2)、回风联络巷贯通后：16下05运输联络巷掘进工作面一16

下05运输联络巷一16「05运输回风联络巷一回风上山一回风井。

第二节压风

压风来自地面压风机房，采用单螺杆式空气压缩机(0GFD-39/10)

供风，压风从地面压风机房供入，用108X6mm钢管接入工作面，工

作风压为0.8〜IMPa。

供压路线：地面压风机房f轨道上山一1841轨道石门一16下05

运输联络巷一16.05运输联络巷掘进工作面。

第三节瓦斯治理

一、掘进过程中，严格按《16下05采面瓦斯抽放设计》中掘进迎

头抽放设计执行。

1、掘进工作面必须先抽后掘，经过预抽后，煤层瓦斯压力低于

0.74MPa或煤层瓦斯含量低于8m3/t后才能向前掘进。

2、16下05运输联络巷掘进工作面抽采：在掘进工作面迎头布置

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钻孔，采用边掘边抽的方法，钻孔控制到巷道轮廓线外大于15m,设

计抽放半径1.5m,每循环钻孔数为15个，设计孔深平距为80m,留

20m的安全距离，允掘距离60m。

二、防范措施

1.作业过程中，如遇工作地点有突出预兆时，所有人员必须立

即沿避灾路线撤至地面并向矿调度室汇报。

2.加强突出预兆的监测，同时加强该措施的现场落实、监督和

管理，严禁在执行措施过程中弄虚作假。

3.通风部门分别在工作面和回风流中各安设一台瓦斯自动监测

报警断电仪，型号为高低浓度甲烷传感器，工作面的探头安设在距工

作面5m内风筒另一侧，距帮不小于0.2m处，距巷顶不大于0.3m,

回风探头安设在回风距第一合流点10〜15nl处，并悬挂在巷顶，距巷

顶不大于0.3m。另在回风中安设一台一氧化碳传感器，检测回风流

中的一氧化碳，探头安设在回风距第一合流点10〜15m处，并悬挂在

巷顶，距巷顶不大于0.3m。掘进工作面风流中瓦斯浓度达1.0%及以

上时，停止作业并查明原因进行处理。

4.机电部门每周不少于1次对该区域电气设备的防爆检查，对

“风、瓦斯电”闭锁装置进行认真检查调试，每周检查调试不少于1

次，并有记录可查，保证灵敏可靠。

5.瓦斯检查员必须执行巡回检查制度和请示报告制度，并认真

填写瓦斯检查班报。每班检查不少于三次，每班检查结果必须记入瓦

斯检查跟班手册和检查地点的记录牌上，并通知当班班长和带班矿

长。

6.瓦检员必须坚持手上交接班制度，巡回检查瓦斯，不得空班

漏检和假检，加强工作面的瓦斯检查，严禁瓦斯超限作业。

7.通风部门瓦检员负责掘进头后方40m范围内风筒的接续和修

补，保证风筒完好，逢环必挂，吊挂平直，距迎头距离不得超过5m。

19

8.当掘进工作面的瓦斯浓度超过1.0%或回风流超过1.0%时，瓦

检员必须责令现场工作人员停止工作，所有人员沿避灾路线撤离到安

全地点，立即向调度室汇报。

9.掘进期间，班组长必须每班携带便携式瓦检仪，随时监测掘

进工作面瓦斯情况，便携式瓦检仪挂在掘进工作面5m范围的回风侧。

10.掘进队负责掘进前方风筒的吊挂延伸。

第四节综合防尘

一、防尘水管布置：

二、16下05运输联络巷掘进时采用2寸铁管供水，沿巷道掘进方向

敷设，水压3Mpa。

三、综合防尘措施

1.巷道内按规定安设全断面移动压风喷雾水幕2组，距迎头距离

不大于50m且随掘进向前展移，另在掘进巷道距离回风口40m以内设一

组防尘水幕，掘进过程中必须开启防尘喷雾；隔爆水槽水量按200L/

nf计算，每个水袋水量不少于30L,隔爆水槽安装在16:05运输联络巷

内距离回风口不小于20m处。

2.冲尘设施沿巷道每40m设置一个三通，风水管距迎头不大于

25m。

3.无防尘水防尘的喷雾装置不能使用时，严禁掘进。

4.通风队应定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，对于产生粉尘飞扬

和粉尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。

5.施工队打出口眼时，必须采用湿式打眼。

6.加强个体防护，佩带好防尘口罩。

7.装煤秆前必须洒水降尘。

第五节防灭火

一、根据矿井6下煤层采样化验鉴定，煤尘不具有自然发火倾向。

1.严禁在井下采用可燃性材料搭设临时操作间、休息间，迎头

20

附近严禁堆放易燃性材料、严禁在井下存放易爆性物品。

2.巷道掘进前，施工队准备好至少2个干粉灭火器，置于迎头

后方20m〜50m。

3.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，并有专人

定期送到地面处理。

二、灭火措施

1.任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯浓

度情况，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，调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计

划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

2.矿值班调度室和在现场的队、班组长应依照灾害预防和处理

计划的规定，通知所有可能受火灾威胁地点的人员沿避灾路线撤离或

就近妥善避灾，并组织人员灭火。

3.电气设备着火时，应首先切断电源；在切断电源前，只准使

用干粉灭火器材进行灭火。

4.灭火过程中必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它

有毒有害气体和风向、风量的变化，防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒

窒息事故。

5.施工队所有人员必须对干粉灭火器的使用进行培训，并考试

合格方可上岗。

第六节安全监控

一、便携式CH4报警仪的配备和使用矿各部门室管理人员、班

长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲

烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。各班瓦检员

必须严执行瓦斯检查制度，并做好记录；班组长应把常开报警仪悬挂

在掘进工作面5m范围无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；

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电钳工对检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信

号时必须停止作业、查明原因、进行处理。工作面设备进行风、电闭

锁和瓦斯电闭锁，闭锁参数参照《煤矿安全规程》中的相关规定设

置。

二、监控安设要求：

1、必须在掘进工作面及其回风流中安设瓦斯断电报警仪对巷道

瓦斯进行监控。

2、监测监控瓦斯传感器安设在顶板完好的地方，距顶不大于

0.3m,离帮不小于0.2m,迎头T1瓦斯传感器距迎头不大于5m,回风

流T2瓦斯传感器安设回风口往里10〜15m巷道的中间位置，距顶不

大于0.3m,离帮不小于0.2m。

3、瓦斯传感器的断电浓度及断电范围：掘进工作面瓦斯传感器

的断电瓦斯浓度为1.0%,断电范围为工作面及附近20m内的全部电

气设备，回风瓦斯传感器的断电瓦斯浓度为1.0%,断电范围为工作

面巷道内的全部电气设备。

4、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度：当瓦斯浓度降到1.0%以下时，

方可恢复送动力电。

5、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲

烷传感器、甲烷检测设备，每10天必须使用校准气样调校一次，每

10天必须对甲烷超限断电进行测试。安全监控发生故障时，必须及

时处理，处理故障期间必须有安全措施。必须每天检查安全监控设备

及电缆是否正常，使用便捷式甲烷报警仪或便捷式光学甲烷检测仪

与甲烷传感器进行对照，并记录和检查结果报检测值班员；当两者

读数误差大于准许误差时，以读数较大者为依据，采取安全技术措施

并在8小时内对两种设备调校完毕。

第七节供电系统

一、根据16下05运输联络巷供电设计资料，确定相关配备设备

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及电压等级。

1.电压等级及主要电气设备

井下采用矿用隔爆型移动变站KBSGZY2-4500/10供电，额定电

压：高压600V、低压300V。

2.按照风、电、瓦斯电闭锁要求，采用专用变压器向工作面的

局部扇风机供电。

二、掘进工作面供电系统的确定

按照煤矿井下供电设计相关原则，确定掘进工作面供电设计。

第八节排水系统

由于16下05采面在一采区范围，开采标高为1835.3〜1862m,

16-05运输联络巷掘进施工时水经1841轨道石门自排出地面。

排水路线：16T05运输联络巷掘进工作面-16下05运输联络巷

-1841轨道石门一轨道上山下段一主平崎一地面。

第九节照明、通讯及信号

一、照明设施及信号

1.掘进工作面内由员工自带矿灯作为主要的照明设施。

2.视频监控按要求安装照明装置，若需安装其他信号及照明装

置，根据需要确定。

二、电话设置位置

在工作面后方30m处和第一台设备机头处各安装一台电话，便于

与地面调度室联系。

第六章劳动组织及主要经济技术指标

第一节劳动组织及循环作业方式

1、为保证巷道实现快速掘进，作业时各工种之间必须相互协助,

消除各工种工作的不均衡现象。采用一岗多能，一人一证的复合工种。

2、该巷掘进采用三班作业，每班二个循环。

表9：劳动组织及循环作业表

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16下05运输联络巷掘进工作面

劳动组织及正规作业循环图表

一班二班三班

工种

出勤在册出勤在册出勤在册

掘进工565656

放炮工121111

瓦检员121111

安全员121111

班长111

队长1

技术员1

合计11129999

全队共计30人

经济技术指标

圆班日进尺6m月进尺150m完成率100%

0.13m/日X工

效率

0.39m/月X工

16下05运输联络巷掘进工作面正规循环作业图表

一班二班三班

1

):(1012141618-02221

交接班、工程质fit料发1Drain111

111

打眼、装药l20nin111

连线、爆破、通风35n>in

1LhL

敲帮问顶及找掉15nin

贴时支护、出硝120niin

检在断面尺寸纶加iOmin1

架机支护120min111

清理文明