11692回风石门掘进作业规程

毕节大梨树煤矿

11692回风石门

掘

进

作

业

规

程

编制:

施工队长:

总工程师:

矿长:

编制单位：毕节大梨树煤矿生产技术科

编制时间：2014年10月n日

煤矿会审意见

总工程师:

会审地点会审时间年月日

参加会审单位及人员

技术科生产矿长

通风科机电矿长

调度室安全矿长

机电科总工程师

安检科矿长

地测副总

永峰矿业集团毕节投资有限公司审批意见

目录

第一章概况................................................1

第一节概述.............................................1

第二节编写依据.........................................1

第二章地面位置及地质情况..................................1

第一节地面相对位置及临近采区开采情况..................1

第二节煤层赋存特性....................................2

第三节地质情况.........................................2

第四节水文地质条件....................................5

第三章巷道布置及支护说明.................................7

第一节巷道布置.........................................7

第二节支护设计.........................................7

第三节支护工艺........................................10

第四章施工工艺...........................................11

第一节施工方法及工程质量..............................11

第二节凿岩方式........................................13

第三节爆破作业........................................13

第四节装载与运输......................................15

第五节管线铺设........................................17

第六节设备及工具配备表................................17

第七节揭过煤层的施工方法..............................17

第五章生产系统...........................................18

第一节通风系统........................................18

第二节瓦斯防治系统....................................20

第三节综合防尘系统....................................21

第四节防灭火系统......................................21

第五节安全监控系统....................................22

第六节供电系统........................................24

第七节排水系统........................................24

第八节运输系统........................................24

第九节照明通讯和信号系统.............................24

第六章劳动组织及主要经济技术指标........................25

第一节劳动组织........................................25

第二节循环作业........................................25

第三节经济技术指标....................................26

第七章安全技术措施.......................................26

第一节一通三防........................................26

第二节顶板管理........................................29

第三节爆破管理........................................30

第四节防治水..........................................34

第五节机电............................................35

第六节其他............................................36

第八章灾害应急措施及避灾路线............................37

毕节大梨树煤矿

11692回风石门掘进作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为11692回风石门。

二、掘进目的及用途

掘进的目的是为形成M69煤层的11692回风系统，采用穿层揭露M69煤层。

然后沿M69煤层走向布置回风巷，与11692运输巷形成完整的生产系统，构成

11692采煤工作面。

三、巷道设计长度和服务年限

巷道设计长度70米，服务年限2年。

第二节编写依据

依据设计说明书及本矿开采方案说明书。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及临近采区开采情况

待掘进巷道位于我矿工业广场正东方向山地，周围无建筑物和水体。本块

段上部的M69煤层已基本回采完毕，需要加强11692回风石门掘进探放水工作。

第二节煤层赋存特性

大梨树煤矿矿区内可采煤层为也8、M69煤层，M18位于龙潭组第三段顶部,

M69位于龙潭组第一段上部，现分述如下：

M18煤层：为现主采煤层，产于龙潭组第三段顶部，直接顶板为粉砂岩，底

板为粘土岩，煤层厚度1.IT.3m,平均厚1.2m,煤层倾角30。，较稳定，煤层

结构较简单。

M69煤层：产于龙潭组第一段上部，直接顶板为泥质粉砂岩，直接底板为粘

土岩，煤厚0.6-0.8m,平均厚度0.7m,煤层倾角30°,较稳定，煤层结构较简

单。

可采煤层特征见下表。

可采煤层特征表

煤层平顶、底板岩性

煤层层间距煤层容重

均厚度稳定性

编号(m)结构(t/m3)顶板底板

(m)

M181.2较简单较稳定1.36粉砂岩粘土岩

42

M690.7较简单较稳定1.44泥质粉砂岩

第三节地质情况

一、地质特征及煤层特征

1、地层

本区出露地层有二叠系中统茅口组(P2m),上统龙潭组01)、上统长兴组

(P3c),三叠系下统飞仙关组(1f)及第四系(Q)。由老至新分述如下：

(1)二叠系中统(P2)

茅口组(Pjn):浅灰至深灰色中厚层块状灰岩，夹少量白云岩、白云质灰岩,

上部及下部含燧石团块及条带。厚度大于50米。

(2)二叠系上统(P3)

A、龙潭组(P3I)：为本区的主要含煤地层，由粘土岩、泥岩、细砂岩、粉砂

岩、煤层组成，按岩性及含煤组合特征，可划分为三段，本组与下伏地层为假

整合接触。

第一段(p3r)：灰至灰黄色薄至中层状泥质粉砂岩夹粉砂岩、细砂岩、粘

土岩、煤层及煤线，产植物化石及碎片，底部L0-9.5米为灰白色含星点状、

结核状凝灰质粘土岩。本段含煤3-8层，其中M69煤层全区可采，结构单一，

其它煤层均不可采，M69煤层厚0.9—1.1米，平均1.0米。本段厚35-42.4米。

2

第二段(P31)：灰到灰黄色中至厚层状细砂岩、粉砂岩夹泥质粉砂岩、泥

岩、粘土岩,含菱铁矿结核，含煤1-2层，煤层厚度小，均不可采。本段厚31.5--35

米。

3

第三段(P31)：灰色中厚层状细砂岩、粉砂岩为主，夹泥质细砂岩、粉砂

质泥岩、泥岩及粘土岩，含煤2-5层，M18煤层全区可采，其余均不可采，M18

煤层厚L3T.5米，平均厚L4米，结构单一，煤层稳定，为龙潭组第三段同

长兴组的分界线，本段产植物化石，厚31.5—43米。

B、长兴(P3c)：上部及中部为灰色厚层状灰岩，含燧石结核，夹薄层泥岩。

下部为灰、深灰色中厚层状泥质粉砂岩为主，夹细砂岩、粉砂岩。含煤1-3层，

均为不可采，产腕足类化石，厚38-42米。同上伏地层呈假整合接触。

(3)三叠系下统(Ti)

飞仙关组(Lf)：下部为灰绿、黄色粉砂质泥岩及粉砂岩，上部为紫红、紫

灰色，偶夹灰绿色薄至厚层泥质粉砂岩、粉砂岩，粉砂泥岩及泥岩，下部浅灰

色中厚层状灰岩，产瓣腮类化石。厚450-475米。

3

(4)第四系(Q)

主要为坡积、残积、冲积物，岩性以粉质粘土、亚粘土为主，见泥灰岩、

砂岩转块，多覆盖于煤系地层之上，厚度0—10m。

2、煤层

本区内可采煤层为M18、M69煤层，M18位于龙潭组第三段顶部，M69位于

龙潭组第一段上部，现分述如下：

M18煤层：为现主采煤层，产于龙潭组第三段顶部，直接顶板为粉砂岩，底

板为粘土岩，煤层厚度L3T.5m,平均厚1.4m,煤层倾角30。，较稳定，煤层

结构较简单。

M69煤层：产于龙潭组第一段上部，直接顶板为泥质粉砂岩，直接底板为粘

土岩，煤厚0.9T.1m,平均厚度1.0m,煤层倾角30°,较稳定，煤层结构较简

单。

煤类、煤质：主要可采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同，外观为灰黑

色，条痕黑色，具有玻璃光泽，棱角状断口，主要为亮煤及镜煤组成，夹少量

的暗煤及丝炭，煤的质地较疏松，含硫低、无烟。

矿物质主要为石英，次为粘土，偶见球状黄铁矿，矿物质主要集中在煤层

下部。

大梨树煤矿所采的M18、M69煤层均为无烟煤，根据《贵州省毕节市17号

矿权资源/储量核实报告》，按煤炭分类国家标准(GB/T15224.1-2004)分类，

各煤层属中灰、特低硫、中热值〜特高热值的无烟煤。

根据各煤层样品原煤的分析结果，有关煤质指标见下表。

4

煤质主要特征表（原煤）

Qgr.d

工业分析（%）

煤层煤样(MJ/kg)

编号类别水份挥发份

灰份(Ad%)硫份(St.d%)发热量

(Mad%)(Vdaf%)

M18原煤1.1727.929.360.3131.387

M69原煤1.1727.929.360.1625.274

二、地质构造

本区位于清水铺向斜南段的西翼，区内为一简单的单斜地层，总体走向近

南北，倾向偏东，倾角27。一33。，平均30°,矿区南部发育一条F1正断层,

走向86°左右，倾向80°左右，断距10米，未见其它构造现象。

三、影响掘进的其他因素

瓦斯2012年度鉴定为瓦斯矿井

二氧化碳低二氧化碳矿井，涌出量很小

煤尘爆炸指数鉴定结果无爆炸危险性

煤层自燃倾向鉴定结果为不易自燃

煤与瓦斯突出性鉴定结果属非突出性煤层

地温危害未发生地温危害

冲击地压危害周边矿井未发生冲击地压

第四节水文地质条件

1、矿区内含水层及隔水层情况

矿区内出露地层按岩性自上而下有以下含水岩组及隔水岩组：

a、第四系（Q）含水岩组：主要为砂、泥岩、腐植土、亚粘土等松散堆积层、

冲积层，多分布于洼地、沟谷两侧及缓坡地带，厚度变化不大（0—5米），它是

直接受大气降水补给，同时又是地表水汇集渗流的场所。

b、下三叠统飞仙关组（TE：为一弱含水岩组，是矿床顶板间接充水岩组。

5

岩性灰绿色、紫红色泥岩、泥质粉砂岩及泥岩，厚度435-480米，含岩溶裂隙

水及基岩裂隙水，含水性中等。

c、二叠系上统长兴组（P3c）：为一弱含水岩组，是矿床顶板间接充水岩层,

其岩性上部主要为灰色、深灰色厚层灰岩，含燧石结核，夹薄层泥岩，下部为

灰色、深灰色中厚层状泥质粉砂岩为主，夹细砂岩、粉砂岩及粘土岩，厚45-50

米，含基岩裂隙水。

d、二叠系上统龙潭组（P3I）:为一弱含水岩组，是矿区直接充水岩层。岩

性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹煤层（线）组成，厚105T15米。含基岩裂隙

水。

e、二叠系中统茅口组（Pzm）:为一含水岩组，其岩性为灰色、深灰色中厚

层至块状灰岩，夹少量白云岩、白层质灰岩。岩溶发育，节理裂隙发育，含岩

溶水及基岩裂隙水，是矿床底板间接充水岩组，富水性较强。

2、地下水补给、径流及排泄

矿区地下水主要来源于大气降水，另外一部分是地表浅层潜水及风化裂隙

水，多数不产生深部迳流循环，而是以下降泉的形式排入大河中。

3、充水因素

①大气降水补给，这是主要补给水源。

②地表水渗入补给。

③煤系中砂岩含水，但本身含水量较小。

4、矿井水文地质条件分类

综上所述，本矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件属简单

类型。

6

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

从M18煤层11182回风巷副井底板绕道处开口，沿269°方位布置11692回

风石门，揭穿M69煤层，然后沿M69煤层走向布置11692回风巷。

附：11692回风石门工作面巷道布置示意图。

第二节支护设计

一、巷道断面

设计掘进巷道断面形状为梯形，巷道净上宽2m,净下宽3.2m,净高2.2m,

巷道毛上宽2.3m,毛下宽3.5m,毛高2.35m,巷道净断面5.72m2,毛断面6.82m2,

具体要求见施工断面图。

二、巷道施工断面图

施工断面图

7

三、支护方式

（一）临时支护

每次爆破前永久支护距工作面迎头空顶不得大于o.5m,爆破完毕后，及时

在永久支护掩护下搞好临时支护，并保证临时支护安全可靠，严禁空顶作业。

采用吊挂柔性金属前探梁作为临时支护,前探梁由两根H#矿用工字钢制作,

长度5米,两根前探梁间距不大于1.4米。采用大链及套包配合设成吊挂式临时

支护，每根前探梁固定点不少于3处，固定方式要求牢固可靠，结构简单、便于

操作，每两个固定点之间至少应间隔一棚，两端固定点处的前探梁要余出不少

于100mm的长度，梁端距迎头岩（煤）壁不大于200nlm,前探梁上用大板和粗刹

杆接顶，前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为L6m,见临时支护图。

1、临时支护断面图

吊挂大链

8

2、临时支护剖面图

9

（二）永久支护（见巷道施工断面图）

1、采用矿用11#工字钢棚支护，巷道上净宽2.0米,下净宽3.2米,净高2.2

米，棚距800mmo

2、支护规格的确定：11#工字钢，顶梁长2.22m,两腿子长各2.56m。

3、帮、顶用背板背严背实。

4、工字钢棚之间应使用撑木加固。

5、过断层带、顶板较破碎、压力大的地段时应适当缩小棚距，加强支护。

6、水沟由混凝土浇砌，距工作面不得超过30m。

四、工字钢棚支护质量要求

1、架设好的棚子上下宽、中高都必须符合要求。

2、棚尾巨为800mm,-100mm。

3、架设好的棚子前倾角度为3度，受放炮冲击波影响后，棚子应垂直于道

面。

4、严禁棚梁高低不平。

5、棚子梁腿搭接必须严实合缝。

6、棚子帮顶必须刹背严实。

7、棚F之间必须有足够蒯物，确糊好的稳定性。

第三节支护工艺

一、支护材料

1、棚梁、棚腿、前探梁：采用矿用11#工字钢加工。

2、背板：采用坚硬的木材加工，加工规格：长X宽X厚=800X150X40mm。

3、撑木：采用坚硬的①100小圆木加工。

4、临时支护大板：采用坚硬的木材加工，加工规格：长X宽X厚=1800X

10

150X100mmo

5、吊挂大链：采用加厚铁链加工。

二、临时支护工艺、工序及要求

1、掘进（爆破）进尺达到规定距离后，工作人员站在永久支护下，用不小

于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬研（煤），并随时进行敲帮问顶工

作，确保无安全隐患后，人员站在永久支护下，进行临时支护。

2、上前探梁时，不少于3人。

3、前探梁移到迎头后，在最后一个吊环上用木楔将前探梁加固。

4、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，待顶板稳定采取措施后方可继续工作。

5、顶板严重不平、巷道开口、巷道转向无法使用前探梁或其他原因未使用

前探梁时，必须使用3根以上单体液压支柱配较接顶梁进行临时支护，并能全

面掩护作业地点。

三、矿用11#工字钢棚支护工艺及要求

工字钢棚支护工艺：挖腿窝一栽棚腿一上棚梁一刹帮背顶一打撑木。

工字钢棚支护要求：梁头保持平整，棚架不能前倾后仰，下脚一致，柱窝到

老底，架棚间距0.8m,背帮接顶不能用腐木烂材，必须用坚硬的木材，背帮接

顶必须严实，不能有空顶松动，打撑木必须有力、牢固。

第四章施工工艺

第一节施工方法及工程质量

开口后，由M18煤层副井底板绕道至M69煤层穿层掘进，爆破作业成巷，

11

人工装车，11692回风石门至11692回风车场人力推车，主井绞车提升至地面。

一、掘进工艺

交接班一检查迎头支护一检查瓦斯一打眼一检查瓦斯一装药一检查瓦斯一

放炮一检查瓦斯一处理浮石一临时支护一出货一永久支护，完成一个循环。

二、巷道设计为梯形，巷道净上宽2m,净下宽3.2m,净高2.2m,巷道净断

面5.72m2,具体要求见施工断面图。

风筒、电缆、风管、水管的布置见施工断面图。

三、工程质量管理

L)标准

1、巷道净宽允许偏看50nlm〜100mm。

2、巷道净高允许偏看30nm〜100mm。

3、水沟＜£允50nm〜50nll1。

4、水沟宽度及深度允许偏差~30mm〜30nm。

5、棚是巨允许偏差0—K)0nin。

6、巷道无片帮，上下齐整，符合设计断面要求。

7、枕木中对中1.0m/块，道钉、锣丝、夹片齐全坚固有效。轨道间距

590nlm-610mm,轨道接头间隙不超过10mm,内错差不超过5nim。

8、严格架轨质量，控制掘进坡度，掘进坡度为3%。。

9、架设好的棚子上下宽、中高、棚距、前倾后仰都必须符合要求，严禁棚

梁高低不平，梁腿搭接必须严实合缝，帮顶必须刹背严实。

(二)工程贡量措施

1、当班曜长X挡班的工^§质量负责，卷1质量标准必须退腰求，达传情，必须当

2、验收员负责"当班Z理质量是否符合以h要求,量不合格第艘求当引峥

12

完毕。

3、施工时班组长对支护质量负责，经常量尺上线，将偏避空带性质量标准范围内。

4、施X的炮0吸翎量必邠够按枷耿行。

5、文明生产

<1）风水管路、电缆、通讯线、监控线等必须按质量标准化标准要求吊挂

整齐。

<2）开关必须上架，保持设备卫生。

〈3〉距迎头20m以外巷道的浮货必须随时清扫干净，材料、工器具、杂物

必须归类靠帮码放整齐，保证水沟畅通、巷道内无积水、淤泥。

6、严格按《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》要求进行施工。

第二节凿岩方式

采用风钻钻眼爆破的方法破岩。

1、打炮眼采用YT—28型风钻，2台工作、1台备用。

2、采用湿式打眼、水炮泥、放炮喷雾、装硝前洒水、装硝过程中开放水幕

等方法降尘。

第三节爆破作业

爆破作业方式采用光面爆破。掏槽方式为楔形掏槽，周边眼与设计轮廓线

距离为50mm,底眼与设计轮廓线距离为300mmo

1、爆破器材

采用3#煤矿许用安全乳化炸药，药卷重300g,1〜5段毫秒延期电雷管（总

延期不得超过130ms）引爆，MFB-200型隔爆发爆器起爆。

2、打眼要求

13

A光面爆破的炮眼布置及打眼按要求，确保不欠挖，超挖不大于100mmo

B周边眼间距的确定：根据巷道的地质情况及断面大小，为保证光面爆破

的效果，结合以往施工经验，周边眼距约720nlm,若遇岩石较硬时，可在设计的

周边眼之间加打一个周边眼（注：不装药），地质较差地段周边眼距取300mm。

C底眼间距的确定：底眼间距800mm。

D打眼精度要求：打眼开口偏差不大于50mm,方向偏差不大于30mm/m,为

此采用全站仪确定工作面的中线、水平线及巷道轮廓线，准确布置炮眼，打眼

时用导向杆来保证炮眼方向的准确性。

3、装药方法

炮眼采用正向连续装药，装药时用木质炮棍将药卷轻轻推送到眼底，炮眼

内的各药卷必须彼此密接，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。

4、光面控制爆破的保证措施

A爆破参数：现场施工中根据爆破效果，对爆破参数不断修正以适应围岩

的岩性和产状的变化，使其爆破质量达到最理想状态。

B打眼的放样：根据精密测量放出巷道中腰线，画出断面轮廓线，按设计

炮眼准确地定位于开挖断面上，经检查无误后，方可打眼，此项工作由测量人

员负责。

C打眼方向：采用导向杆定向，以保证各炮眼达到准、平、直的要求。

D装药：装药前，要用压风把炮眼内的积水、岩粉清理干净，以保证装药

结构的准确性。

E联线方式：串联。

F炮眼封泥：炮眼封泥应用水泡泥，水泡泥外剩余的炮眼部分应用本地的

黄粘土炮泥封实，炮眼封泥长度不得小于600mm。

14

F起爆顺序：严格按设计执行，不能出现错误或随意修改起爆顺序。

5、爆破器材的运输、管理及装药爆破严格按《煤矿安全规程》第七章执行。

6、附炮眼布置图

11692回风石门炮眼布置图

7、爆破原始条件

序号名称单位数量

2

1掘进断面m6.82

2岩石坚固性系数f4〜6

3工作面瓦斯情况低

4炮眼数目个24

5雷管个数个24

15

6炮眼深度m1.8

7雷管种类毫秒延期电雷管

8炸药种类3"煤矿安全炸药

9总装药量kg9

8、爆破说明书

装药量

炮眼

炮眼炮眼爆破联线

眼号深度单孑L小计

名称（个）顺序方式

（米）

卷数质量/kg卷数质量/kg

1-6掏槽眼62.020.6123.6I

7-10辅助眼41.810.341.211

大

11-18周边眼81.810.382.4III串

联

19-24底眼61.810.361.8IV

合计24309

9、预期爆破效果

序号名称单位数量序号名称单位数量

1炮眼利用率%895每米巷道炸药消耗量Kg/m5.6

2每循环工作面进尺米1.66每循环炮眼总长度米44.4

3

3每循环爆破实体岩石m10.97每布岩体雷管消耗个2.2

4每11?岩体炸药消耗量kg/m30.838每米巷道雷管消耗个/m15

第四节装载与运输

1、出楂前必须先进行敲帮问顶，并在硝石上洒水除尘以后，方可进行出砧

工作。

2、装硝石方式为人工装入矿车，所有人员必须加强自主保安和联防保安工

作，避免出硝伤人。

3>11692回风石门掘进工作面至11692回风车场采用人力推车。

4、主斜井处采用绞车提升至地面。

16

第五节管线铺设

在掘进巷道中所敷设的电缆、信号线、风水管路、风筒等，必须按照设计

断面图和质量标准化要求吊挂牢固整齐。挂钩间距不得超过3m。风水管路接头

要严密，不得出现漏风水现象。风水管距工作面30m范围内用2寸胶管，30m外

使用2.5寸铁管，要随工作面推进及时延接。

第六节机电设备及工具配备表

机电设备及工具配备表

名称型号、规格单位数量备注

台

绞车JTP1.6X1.5-201主井地面提升绞车

压风机LGH-10/8型台3地面

局扇FBDNo5.6/2X11台21台使用，1台备用。

开关QJZ-4X80/660SF台1

凿岩机YT—28台32台使用，1台备用。

锚杆机MYT-140台1

锚杆拉力机YML-20台1

探水钻TXU-75台1

开关KBZ9-400/1140台1

光学瓦检仪CJG-10台3

便携式瓦检仪JCB-C120台3

瓦斯监控系统KJ70N型套1

第七节揭过煤层的施工方法

11692回风石门掘进工作面在掘进过程中，必须采用先探后掘措施，用150

型钻机在工作面施工至少不低于5个前探孔，探明巷道前方水、瓦斯、断层、

17

裂隙及煤层赋存等情况，施工队组必须严格按设计组织施工。当探明巷道前方

遇煤时，必须按《防治煤与瓦斯突出规定》及《煤矿安全规程》编制专项揭过

煤措施，方可按专项揭过煤措施进行施工。

第五章生产系统

第一节通风系统

施工过程中采用压入式通风。在副井与绕道之间设置二台FBDNo5.6/2X11

局扇（一台使用，一台备用），要求离11692回风石门回风口距离大于10米。

风筒采用①600mm柔性抗静电、阻燃风筒,风筒要吊挂平直,逢环必挂且不得漏风,

缓慢拐弯，保证风流畅通，风筒口到工作面不得超过5m。

一、掘进工作面所需要的风量计算：

1、按照瓦斯涌出量计算：

Q掘=100XqXK=100X0.64X1.5=96m3/min

式中：Q掘——掘进工作面实际需要风量，m7min；

q---掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.64mVmin；

K——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，取1.5；

100——按掘进工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%的换算系数。

2、按照二氧化碳涌出量计算：

Q掘=67XqXK=67X0.41Xl.5=41.2m7min

式中：Q掘——掘进工作面实际需要风量，mVmin；

q——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.41mVmin；

K——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡的备用风量系数，取1.5；

67——按掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不得超过1.5%的换算系数。

18

3、按炸药使用量计算：

Q掘=&・b/(t・c)=9X0.1/(1200X0.0002)=3.75m7s=225m7min

式中：Q掘---掘进工作面实际需要风量，m3/min；

Aj——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取9kg；

b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.In?/kg；

t——通风时间，一般不少于20min即1200s,取1200s；

c——爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c=0.02%。

4、按工作面同时工作最多人数计算：

Q掘=4N=4X20=80m3/min

式中，Qa——掘进工作面实际需要风量，mVmin；

N——同时工作最多人数，取20人；

4------每人需风量，m7mino

5、按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量为2225m'/min。

二、局部通风机、风筒的规格选型：

根据以上计算，局部通风机吸风量应2225nl'/min,选用FBDN站.6/2X11型

3

局部通风机，其额定风量为315-220m/mino风筒采用①600mm柔性抗静电、

阻燃风筒。

三、掘进工作面的实际需配风量：

按FBDNo5.6/2X11型局部通风机的吸入风量计算：

Q掘=Q扇XI+60X0.25S=315X1+60X0.25X5=390(m7min)

式中：Q掘---掘进工作面实际需配风量，m3/min；

Q扇——局部通风机额定风量为315-220m7min,取Q>=315m7min；

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

0.25——有瓦斯涌出的半煤岩巷允许的最低风速，0.25m/s；

S——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，取5m2；

60——单位换算产生的系数。

所以，掘进工作面的实际需配风量取390nr7min。

四、按风速进行验算：

根据《煤矿安全规程》规定，有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷掘进工作面最

大风速为4m/s,最小风速为0.25m/s,即所需风量为：86m7minWQ掘＜1373

m3/min,故取Q掘=225nT7nlin是符合要求的。

根据风速验算，掘进工作面局部通风机吸风量为315m7min,能满足要求,

选用FBDNo5.6/2X11型风机符合要求。

五、附：11692回风石门工作面通风系统示意图。

第二节瓦斯防治系统

一、完善通风系统，加强通风管理，掘进工作面实现风电瓦斯电闭锁。防

止瓦斯积聚，严格按照《煤矿安全规程》有关瓦斯管理规定执行，严禁瓦斯超

限作业。

二、加强对瓦斯检查员的管理，严格实行每班不少于3次瓦斯检查，严格

执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制度，严格每班三次瓦斯情况汇报制度。

三、加强局部通风的管理，杜绝随意开停局扇通风机，保证掘进工作面风

筒出口距迎头不超过5米，风筒破损时，必须及时缝补或更换。

四、加强对火源和火工品的管理，预防地面杂散电流和雷电入井，防止静

电火花的产生，加强对工作面电器设备失爆的检查、维修，杜绝井下电器设备

失爆现象。

20

五、加强对工作面电器设备及电器设备运行的管理，防止有不合格的电器

设备入井或带病运行，预防电器设备着火事故的发生。

六、加强对瓦斯的检测，实行人工检测和安全监控系统相结合的原则，及

时准确的了解工作地点的瓦斯情况，有效防止瓦斯积聚。

第三节综合防尘系统

一、由主井来的防尘水系统，接分支管路到掘进迎头，洒水防尘。在掘进

工作面后30米左右的地方设置净化风流水幕一组，喷头5个，喷头位置距离顶

板不得超过30cm。

二、放炮使用水炮泥，水炮泥的作用是在爆破压力作用下把水渗入岩层中，

使岩体湿润，爆热使水变成水蒸气和微细水珠，悬浮在空气中，起降尘作用。

水泡泥布置示意图

三、加强个体防护，工人必须佩戴防尘口罩。

四、附：11692回风石门工作面防尘系统示意图。

第四节防灭火系统

M69煤层自燃发火倾向为三类，不易自燃，防火重点是机电设备和人为火灾。

防火洒水管路与防尘管路共用一趟管路。地面和井下消防材料库要配置干粉灭

火器或沙子，安装局扇开关地点应配置2台干粉灭火器。

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第五节安全监控系统

一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用

矿各科室管理人员、队长、安全员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井

时必须携带便携式瓦斯报警仪，对所经过的路线随时进行瓦斯检测。

二、甲烷传感器的配备和使用

1、必须在工作面按规定设置各类监控设备。

2、掘进工作面距离迎头不得超过5m处的回风侧且距顶板不大于0.2m、距

巷帮不小于0.3m处设置1只瓦斯感器TCHI,在掘进工作面巷道回风口以内10〜

15m处，距顶板不大于0.2m、距巷帮不小于0.3m处，安装1只瓦斯传感器T,

并在KJ101系统上设定报警浓度0.8%,断电浓度1.0%o

3、断电范围：当巷道内瓦斯超限时，切断巷道内全部非本安型电器设备电

源；当各测点瓦斯浓度达到0.95%以下时，方可人工对联锁开关送电，严禁联锁

开关自动复电。供给监测设备的电源必须取自风机专供开关的电源侧。

附：瓦斯传感器布置图

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Ti靠近掘进头，其间距不大于5m,丁2在掘进工作面巷道回风口以内10〜15nl

处。

报警浓度：为0.8%CH4,

断电浓度:TiE为1.0%CH4,

复电浓度：「、丁2为0.95%CH4,

断电范围：「、丁2—掘进工作面中全部非本质安全型电气设备。

三、一氧化碳传感器的配备和使用

1、必须在工作面按规定设置各类监控设备。

2、掘进工作面距离迎头不得超过5nl处的回风侧且距顶板不大于0.2m、距

巷帮不小于0.3m处设置1只一氧化碳传感器，在掘进工作面巷道回风口以内

10〜15nl处，距顶板不大于0.2m、距巷帮不小于0.3m处，安装1只一氧化碳传

感器，并在KJ101系统上设定报警浓度0.0024%。

附：一氧化碳传感器布置图

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四、附：11692回风石门工作面监控系统示意图。

第六节供电系统

施工中，动力电源来自井上机配电室，钻机动力电由一台KBZ9-400/1140

馈电开关控制供电。局部通风机动力电由一台QJZ-4X80/660SF开关控制供电。

附：11692回风石门工作面供电系统图。

第七节排水系统

在巷道底部开挖水沟，将掘进过程中可能产生的水流导入总回下山水沟，

流至井底水仓用水泵排出。

附：11692回风石门工作面供排水系统示意图。

第八节运输系统

装硝石（煤）方式为人工装车，并人力推车至H692回风车场经主斜井绞

车提升至地面。

附：11692回风石门工作面运输系统示意图。

第九节照明通讯和信号系统

工作面安装电话，能够直接和调度室、水仓、地面、及各管理科室联系，

在11692回风车场信号胴室处安装电话、提升信号电铃，在11692回风车场安

装防爆照明灯。

附：11692回风石门工作面通讯系统示意图。

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第六章劳动组织及主要经济技术指标

第一节劳动组织

、作业形式：采用“三八”制循环作业。循环进度：每天进尺4.8m.

、劳动组织

劳动组织

出勤人数备注

工种

一班二班三班合计

班长1113

安全员1113

瓦检员1113

电工1113

爆破工1113

打眼工2226

掘进工2226

支护工2226

合计11111133

第二节循环作业

循环作业图表

时间循环时间

工序名称

（分）12345678

交接班10■

安全检查10.

施工前准备10

打炮眼120

扫眼10

装药联线25■

撤人、放炮、吹炮烟35

安全检查10

临时支护30■

出硝（煤）160

工字钢棚支护60

铺轨30

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第三节经济技术指标

经济技术指标表

序号名称单位数量

1巷道长度m70

2施工人数人7

3循环进度m/循环1.6

4出勤人数人11

5最高月进度米144

6炸药消耗量kg/m5.6

7雷管消耗量个/m15

第七章安全技术措施

第一节一通三防

一、通风及瓦斯管理

（一）瓦检员必须经过专门培训考试合格、取得特殊工种操作证后持证上

岗，认真执行瓦斯巡回检查制度、“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度；瓦斯检

查必须做到“三对口”，严禁空班漏检，瓦斯检测数据必须每班填写到瓦斯记录

牌上。瓦检日报与瓦斯监控系统的监测日报表必须报矿长和总工程师审阅。

（二）每班至少检查三次；严禁出现假检、漏检、瓦斯积聚、瓦斯超限作

业等现象；随时观察煤岩层、煤质、地质变化情况，发现不安全预兆，应立即

撤除人员，停点处理，做好记录。

（三）瓦检器性能必须可靠，不能正常工作的仪器不得使用。

（四）因瓦斯超限而切断电源的设备人工复电前，必须先检测瓦斯，确认

设备附近20米风流中瓦斯浓度低于0.5%时，才能送电。

（五）掘进巷内出现体积大于0.5m3,局部瓦斯浓度达到2%时，必须停止作

26

业切断电源，撤出人员，查明原因，制定措施进行处理。

（六）工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤

出人员，上报矿部，查明原因，采取措施进行处理。

（七）掘进巷道风流中瓦斯浓度达到1%时，必须立即停止电钻打眼，放炮

地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止作业，撤除人员，切断

电源，进行处理。

（八）采用局扇通风。通风机和启动装置必须安装在进风巷道中，距回风

口的距离不得少10米。局扇设施齐全，用木枕垫高离地架设高度大于0.3米。

（九）局部通风机严格按照“一通三防”的要求进行管理；掘进面的风量

不得少于225nl'/min,局部通风机吸风处的风量不得少于390m'/min。必须实现

风电闭锁、瓦斯电闭锁。

（十）采用抗静电、阻燃型风筒，风筒直径不得低于600mm,风筒逢环必挂,

必须吊挂平、直、稳，接头应严密，转弯应平缓，破损的风筒必须及时修补或

更换，风筒口到掘进头的距离不得超过5米。

（十一）使用局扇通风，巷道内风速不能低于0.25m/s,否则，必须撤出人

员，采取处理措施。

（十二）局扇必须由当班瓦检员负责管理，任何人不得随意停、开局扇，

保证正常运转。必须安装风电闭锁装置，并在巷道内设置灭火器材。

（十三）临时停工不得停风。无论何种原因使局扇停止运转，在恢复通风

前，必须检测瓦斯，证实停风区中瓦斯浓度不超过1%,二氧化碳浓度不超过

1.5%,局部通风机及开关附10米内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开

动局扇。

（十四）无论工作或交接班都不得停风，因特殊情况停风的，必须撤出人

27

员，切断电源，设置棚栏、揭示警标，禁止人员进入；恢复通风前必须检测瓦

斯，局部通风机及开关附10米内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可开动局

扇。

（十五）瓦斯监测仪探头安装在距掘进工作迎头不低于5m的位置，悬挂在

巷道中，距顶板不能大于0.3m,距帮壁不能小于0.2m,应保持灵敏可靠,时时精

确反映工作面瓦斯变化情况，瓦斯探头报警浓度为1%,断电浓度为L5%。瓦斯

监测仪探头应按规定要求定期进行调试、校正。

（十六）严禁在井下修理矿灯或更换灯泡。所有入井人员必须穿棉布工作

服，严禁携带烟草和点火物品入井。

（十七）主要通风机因故停止运转时，必须立即打开风井人行道风门，并

切断井下电源，人员全部撤到进风大巷中。在了解风机停止运转原因和时间后，

再决定人员是否撤出地面。

二、粉尘防治

放炮前后、装岩（煤）过程中应洒水除尘，洒水过程中不准把水洒在电器

设备上，洒水后应及时关闭阀门。放炮使用水炮泥，水炮泥的作用是在爆破压

力作用下把水渗入岩（煤）层中，使岩（煤）体湿润，爆热使水变成水蒸气和

微细水珠，悬浮在空气中，起降尘作用。

11692回风石门、11692专用回风巷、11692回风车场的防尘措施：11692

回风石门、专用回风巷、回风车场要定期进行清扫、冲洗粉尘，对巷道底板等

积尘浓厚的地点，应先用水洒湿，严禁不洒水而用清扫方式清除，在冲刷巷道

时，应注意保护好巷道中的电气设备,严禁用水直接冲刷。井下总回风巷或H692

专用回风巷的岩（煤）尘浓度较高时，应安设水幕净化风流。

加强个体防护。每月按出勤天对职工发放一定的劳保用品（口罩、手套等）

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并制定严格的管理措施，要求所有接触粉尘工作人员必须佩戴好防尘口罩，尽

量避免吸入矿尘，以减少矿尘对人体的危害。

井下防尘供水管路必须安排专人定期进行检查和维护，确保使用安全。

三、预防煤炭自燃的措施

（一）加强通风管理，提高通风质量，采用均压防火技术。根据生产布局

及周围采空区的关系，确定需要均压的区域和范围；对所有巷道进行通风阻力

测定，掌握通风压力和风量分布情况，确定调压选择点；全面了解区域内的通

风设施分布情况，编制切