煤矿采区运输巷作业规程

目录

第一章概况................................................3

第一节概述.................................................3

第二节依据.................................................4

第二章地面位置及地质情况.....................................4

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况.........................4

第二节煤（岩）层赋存特征.....................................5

第三节地质构造...............................................5

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

第三章巷道布置及支护说明....................................6

第一节巷道布置...............................................6

第二节矿压观测.........................................6

第三节支护设计.........................................7

第四节支护工艺..............................................11

第四章施工工艺..............................................16

第一节施工方法........................................16

第二节巷道的施工方式.........................................16

第三节装载与运输............................................17

第四节巷道施工要求及管线布置................................18

第五节设备及工具配备........................................18

第五章生产系统..............................................19

第一节通风...............................................19

第二节压风系统..............................................22

第三节瓦斯防治..............................................23

第四节综合防尘..............................................23

第五节防灭火................................................25

第六节安全监控...............................................25

第八节供、排水系统...........................................28

第八节运输系统..............................................28

第九节照明、通讯和信号......................................28

第六章劳动组织与主要技术经济指标............................29

第一节劳动组织..............................................29

第二节循环作业..............................................30

第三节主要技术经济指标......................................30

第七章安全技术措施..........................................31

第一节一通三防..............................................31

第二节顶板.................................................34

第三节防治水................................................37

第四节机电...................................................38

第五节运输...................................................43

第六节其他...................................................45

第八章灾害应急措施及避灾路线................................46

第九章生产环境安全评估......................................51

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

9#层一采区运输巷，位于我矿井田北部，东、北部为实体煤；西部为

9109准备工作面；南部为9#层西胶带运输大巷。本巷道用于9#层一采区

的原煤及材料运输，巷道向北掘进至340米后向东掘进490米，计划掘进

830米。

二、巷道用途

用于9#层一采区原煤及材料运输

三、设计施工长度、服务年限及开工时间

9#层一采区运输巷掘进长度为830米

服务年限：至9107、9105、9103工作面回采结束；

开工时间：2012年10月8日

四、巷道平面布置

开口15米做机电胴室，胴室宽度为5.5米；剩余段宽度为4.5米。

见附图：巷道布置示意图

第二节依据

一、经过审批的设计及批准时间

本面所掘巷道施工依据是《9#层一采区运输巷设计图》，批准日期为

2012年9月。

二、地质说明书

本面所掘巷道地质资料的依据是《9#层一采区运输巷掘进地质说明

书》，批准时间为2012年9月。

三、矿压观测资料

1、根据有关资料中矿压观测，9#煤层顶板为泥岩，局部为炭质泥

岩，矿压显现较明显，预计在本工作面巷道掘进过程中矿压显现情况较明

显。

2、地质构造带围岩应力集中。

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区开采情况

地面相对位置及邻近采区开采情况见表lo

表1井上下对照关系情况表

水平名称720水平采区名称9#层

942700

地面标高（m）井下标高（m）

8522-10024721-742

东部为本矿工业广场，西、北部为丘陵地带，南部为本矿坑口洗煤

地面的相对位置建筑物

厂。

掘进对地面设施的影响掘进对地面设施无影响。

9#层一采区运输巷，东、北部为实体煤；西部为9109准备工作面；

井下四邻采掘情况

南部为9#层西胶带运输大巷。

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层赋存特征见表2、表3。

表2煤层赋存特征表

项目指标备注

煤层厚度（最小〜最大/平均）/m3.05-4.25/3.38

煤层倾角（最小〜最大/平均）/（°）2-8.5/4.3

煤层硬度/2-3

煤层发育（发育程度）不发育

煤层节理（发育程度）不发育

绝对瓦斯量（n?/min）0.46山西省煤炭工业局

综合测试中心2011

煤层爆炸性有爆炸性年鉴定

表3煤层顶底板情况表

顶底板名岩石名称层厚/m岩性特征

泥岩3.90黑色，块状构造，含炭质植物茎化石、夹粉砂、薄层

中将础用?Q?

9号煤顶板

粗粒砂岩0.43

泥岩6.25

9号煤底板粘土岩1.11

泥岩8.52黑色块状构造，含炭质，植物茎化石，夹粉砂岩薄层。

第三节地质构造

本工作面地质构造简单，推测无明显断层。

第四节水文地质

本面上覆有8,煤层807采空区，在施工过程中必须进行探放水，发现

异常及时向有关部门汇报。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、巷道布置及掘进

9#层一采区运输巷布置在9#煤层的北部，按生技科给定施工中线掘

进。

二、巷道规格尺寸

9#层一采区运输巷设计为矩形断面，巷道规格及支护形式见表4O

按比例绘制的巷道预想剖面图见地质说明书

表4巷道设计断面尺寸及合计长度

煤

设计

岩

序巷道规格（m）

断面支护长度

号

井巷名称性

形状形式

质高宽断面

9#层一采区运输巷煤矩形锚杆3.384.515.21830

说明：具体巷道规格和支护形式见图。

第二节矿压观测

一、观察对象

9#层一采区运输巷

二、观测内容：

1、每隔50米安装顶板离层观测仪，并设置管理牌板，定期观测

2、验收人员每班对锚杆、锚索进行试拉和预紧力的检测，使锚杆、

锚索的锚固力及预紧力不小于设计值，确保巷道的支护质量。

第三节支护设计

一、巷道围岩变形趋势

巷道在开掘以后，巷道围岩将发生如图所示趋向的应力场。巷道支护

的目的就是有效地控制巷道围岩的变形，以达到安全生产的目的。

D区

_____、、、、、、、t（1//»，，

i-巷道围岩宙多矢要由-

二、锚杆支护

用解析法确定单体锚杆的支护参数

①锚杆长度L的确定：

L=11+I2+I3

式中：L—锚杆外露长度，考虑钢筋梁支护，L取65mm,确定L取值

为65mm；

b—b2有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，9,煤层顶板围岩

属于HI、IV类中等稳定或不稳定围岩，I2取值范围为500〜2000mm。

I3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（ndjh）等于杆体屈

服或拉断承载力I?"?%）而得的公式估算：

*胆=18x550=495mm

4rc4x5

式中：d-锚杆直径，18mm（事先假定使用618锚杆）；

。2-杆体材料的设计抗拉强度，618螺纹钢锚杆设计抗拉强

度为550MPao

J-锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0MPa。

所以锚杆长度确定为L=L+L+13=65+(500-1700)+495=960〜2260mm

取中间值确定锚杆长度2300mmo

②锚杆直径d的核定

按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d

2

锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P=^(T2,由P=Q得：

4=1.13国

式中：Q一按通常锚固力拉拔试验数据取7t=68600N；

。t—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度

取值420MPao

.1iI68600..1一

d=1.13I——=1.13J----------=0.0144zn=14Ainm

AV420xl06

所以锚杆直径选择为18mm大于14.4mm可满足支护需要。

③锚杆间、排距

根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间(a)、排距(b),即锚杆悬吊

岩石载荷(G=abL2y)大于或者等于锚杆的锚固力(Q)。考虑安全系数K

的情况下

Q2K12ab•y

则：ab<——--

式中：a、b—锚杆间、排距，m；

Q—锚固力，吨。(根据经验拉拨验试7〜10吨，取7吨)

丫一93煤层顶板泥岩平均容重，吨/m：1查表取2.5

K—安全系数，一般取K=1.3〜1.8；考虑到泥岩较不稳定，

K=l.3

L一巷道顶板岩体潜在破碎带高度，取0.4〜1.5m

贝ab<——-——

abW——-——

1.3xO.8x2.5

abW2.69^2.0X1.3m

从计算结果可知，9.煤层顶板为稳定性较差的泥岩类顶板，采用618

义2300mm左旋螺纹钢锚杆，间距为1050mm,排距为1000mm,配合8#铁丝

网、梯子梁及锚索，树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支支护

9,煤层顶板，可满足支护需要并提高支护安全系数，能够达到预期支护目

的。

三、锚索支护

9"煤层顶板为稳定较差的泥岩顶板，顶板破碎、悬顶面积较大，除采

用618X2300左旋螺纹钢锚杆外，还必须采用锚索支护。锚索型号选用6

4）17.8X6000mm,树脂药卷加长锚固，每根锚索用Z2360药卷3支，配合

400X400mm方型铁托板，外加150X150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶

锚索外露长度在150-350mm之间），顶锚索采用五花形式布置。

四、顶板支护材料及支护参数

9#层一采区运输巷：巷道规格为：4500X3380mm,顶锚杆布置5排，

间距为1050mm,排距为1000mm；

顶板支护材料选用：锚杆为618X2300mm螺纹钢锚杆，150X150X

8mm方型鼓托板；锚索型号选用617.8X6000mm,配合400X400mm方型

铁托板，外加150义150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在

150-350mm之间）；梯子梁采用材质A3圆钢，直径为曲16mm，梯子梁长

度为4300mm；锚网选用由8#铁丝编制而成，网孔为68mmX68mm,网与

网必须搭接200nlm,托板压紧。

五、护帮支护

巷道两帮支护参数

上帮支护采用螺纹钢锚杆，直径0）18mm,长度1800mm,间距为

1000mm,排距为1000mm,配与150义150X8mm方型鼓托板。树脂药卷加长

锚固,每根锚杆用Z2360药卷2支。

下帮支护采用螺纹钢锚杆，直径4）18mm,长度1800mm,每排布置4

根锚杆，间距为800mm,排距为800mm,配与150X150X8mm方型鼓托

板。树脂药卷加长锚，每根锚杆用Z2360药卷2支。配与2.6m梯子梁进

行支护并且铺网，网规格长义宽=2400mmX1200mm,由8#铁丝编制而成，

网孔为68minX68mm,帮网与顶网搭接（顶、帮均挂同等规格铁丝网）。配

合支护规格型号选用小15.24X4000的锚索，排距为2000mm、间距为2000

mm,菱形布置，配合400X400mm方型铁托板，外加150义150X8mm的方

型鼓托板与相应锁具进行支护（帮锚索外露长度在100-150mm之间）。

六、机电洞室支护

机电胴室支护：顶梯子梁采用材质A3圆钢，直径为小16mm，长度为

5300mm；梯子梁与梯子梁之间打3排锚索，锚索排距为1000mm,间距为

2000mm,边锚索距帮750mm；其余支护材料、支护方式均按正常要求执

行。

七、锚固力要求：

顶锚杆：锚固力不小于70kN；拧紧力矩不小于100N-m。

帮锚杆：锚固力不小于50kN；拧紧力矩不小于60N-m。

锚索：预紧力不小于70kN；承载能力不小于200kN。

八、巷道空顶距要求

通过支护设计确定掘进机切割巷道时的最大空顶距为2.0m,即锚杆支

护距工作面的最大距离为2.若遇顶板破碎段时，适当缩小空顶距。

第四节支护工艺

一、支护工艺及要求

（一）、临时支护

采用4m的12#、14#槽钢配合方型吊环制成的滑移式前探梁作临时支

护，每根使用两个方型吊环将前探梁固定在靠工作面的两根锚杆上，每排

必须使用一根前探梁，实现工作面无空顶作业，方型吊环用620mm的圆钢

制成，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于

300mmo上吊环的锚杆必须留有40-50mm的丝扣。方型吊环用螺帽固定在

永久支护锚杆上，螺帽必须拧紧拧满。

（二）、永久支护

1、锚杆支护工艺

（1）、当巷道空顶距离达到2.0n）f退后机组一敲帮问顶一用长柄工具

处理危岩、活砰一临时支护一打顶锚杆一紧固螺母一护帮支护。

(2)、永久支护距工作面最大距离

巷道在施工时，永久支护距工作面最大距离为2.0m；如果空顶距刚

好为一个永久支护间距时，则缩小支护间距100〜200mm,补支一排永久

支护，支护后的锚杆距工作面最大距离不大于一个永久支护间距。

(3)、护帮支护必须在顶板支护完毕后紧跟工作面。

2、钻眼方法及要求

(1)、顶板支护采用MQT-120型风动气腿式锚杆钻机钻孔，钻头使用

628mm的羊角钻头，顶锚杆孔深为2250mm,帮网支护使用手持ZQS-

50/2.0型风动钻机。

(2)、打眼前检查钻孔周围的顶板情况，及时将顶板零皮、煤壁片帮

撬下。

(3)、检查供水、供气系统及钻机情况，钻眼前所有的控制开关应处

于关闭位置，连接前必须将管路内的杂物吹干净，接头与钻机连接要牢固

可靠。

(4)、钻眼时，要求两人同时操作，一人扶钻安眼，一人开钻。开钻

时，先开水、再开风，最后开钻。停钻时，先停钻，再停风，最后停水，

严禁干打眼。

(5)、安眼时要缓慢升气腿，先将钻杆接顶定好开孔位置后，然后缓

慢钻进5〜10cm后，再全速开钻，钻眼时推力要均匀，不得顶弯钻杆。

(6)、钻孔深度、角度必须符合设计要求。

(7)、遇裂隙时，钻孔应尽量与岩层层面垂直布置。

(8)、为了防止卡钻和断钎伤人，钻眼作业时，操作人员要站在合适

的位置把持摇臂手把，周围5m以内不得有其他人员作业。

(9)、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，不得在钻机下垫木料、托板，

操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套扶钎杆。钻眼完毕气腿收缩时，

手不要握在气腿上。

(10)、接换钻杆时，必须停机、不得挪动钻机，以保持钻机与钻孔

同心。

(11)、钻孔完毕，用静压水将钻孔冲洗干净。

3、安装锚杆要求：

(1)、锚杆排间距误差不超过±100mm。

(2)、锚杆外露长度控制在30〜50mm内。

(3)、顶锚杆每孔使用Z2360树脂锚固剂2支。安装锚杆时，用锚杆

杆体将树脂药送至孔底，开始边搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为20±

5s,凝固后取下钻机或锚头，3min用扳手将拧紧螺母。

(4)、安装顶锚杆使用MQT-120型气腿式风动锚杆钻机配套搅拌器，

安装帮锚杆使用MQS-0.9型手持式风动钻机配套搅拌器。

(5)、打顶锚杆时必须由外向里逐排进行，打一个眼完毕后，及时安

装一根锚杆。

(6)、巷道超挖或片帮超过500mm时，必须在其顶板上补打一根锚杆

支护(托板使用150X150X8mm钢鼓托板)。

(7)、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证

锚固质量。

(8)、注帮锚杆前，必须将眼内煤岩粉吹干净。

(9)、钢筋梁(托板)必须垂直巷道中线布置，每排锚杆布置成一条

直线，不接顶的地方必须用木楔背紧。

4、挂护帮网要求：

(1)、第一排锚杆距顶板不大于200mm,排间距误差不超过±100mm。

金属网的上端与顶网链接。

(2)、帮网短边方向平行巷道铺设，续网用本身网丝相互串连成一个

整体。连接时金属网两边和中间都要连接牢固，要相互对齐，不能有明显

的错差和裂缝。

(3)、帮锚杆间排距严格按护帮支护进行布置。

5、安装锚索要求：

(1)、安装锚索每孔使用三根药卷(快速药在上，中速药在下)，药

卷搅拌时间为20〜25s,15min后开始上锚索板张拉钢绞线。

(2)、钢绞线搅注时，先将树脂药用钢绞线顶到孔底，然后用专用连

接套将MQT-120型气动式锚杆钻机和钢绞线连接好，开始搅拌转速不要太

快，以防甩开伤人。

(3)、帮、顶锚索外露长度分别控制为150mm、350mm,预紧力表值显

示必须达到70〜100kN0

(4)、采用锚索张拉机进行预紧，张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同

一轴线，千斤顶下方45°范围内所有人员必须撤离到距施工锚索3m以外

的地方，严禁站在张拉千斤下方作业。

(5)、如巷道较高需蹬高作业时，作业人员使用的站立工具必须稳设

牢固。

三、锚杆巷道支护参数表

锚杆巷道支护参数见表5

表5锚杆巷道支护参数表

巷道规格及名称

项目质量标准部位

9#层一采区运输巷

上4500

巷道中线左、右-

巷道净宽/mm50~+200合格中4500

0〜+150优良

下4500

-50-+250合格

巷道净高/mm全高3380

0〜+200优良

锚固力/kN707070

顶锚杆排距1050

顶锚杆间距1000

排、间距/mm±100

帮锚杆排距1000800

帮锚杆间距1000800

角度/（°）275275

顶、帮锚杆

外露长度/mmW50W50

四、备用材料及存放要求

工作面日常备用物料如：锚杆、锚索线、皮带架、拉条、托辐、风水

管等必须上架管理，并码放整齐。

第四章施工工艺

第一节施工方法

本面所掘的9#层一采区运输巷，掘进机械为EBZ-160型悬臂式掘进

机，运输机械为SJ-800胶带输顺机，巷道施工时，沿煤层顶底板掘进。

第二节巷道的施工方式

一、综掘施工方式

1、9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机沿9,煤层顶底板

切割并自行装煤，巷道底板要切割平缓，严禁出现高低不平现象。

2、生产工艺流程：

“三位一体”安全检查一开机前准备一掘进机割、装、运一运料、清

浮煤一临时支护一锚杆支护-*帮网支护一下一个循环。

3、检修工艺流程：

检修前安全检查、准备一检修掘进机各部位、力口油、更换截齿一检修

各部输送机一校正中线、检查、处理不合格巷道一延伸皮带及其他工作一

正常掘进。

4、掘进机切割工艺：

掘进机采用水平切割方法，将切割头逆时针旋转巷道左下角，开始缓

慢进刀钻入800mm后，将铲板放下紧贴底板做为前支承点，将机组稳定器

（即后支承）放下做为后支承点，按切割顺序图进行切割，要求顶板水平

切割，两帮垂直切割，一次性割成设计要求的矩形断面。

见掘进机切割顺序图

二、掘进运输方式

9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机切割并自行装煤，由

SJ-800胶带输顺机运煤，经9#西胶带运输大巷，转至胶带运输大巷，落

入主立井煤仓，提升到地面。

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

1、装煤、运煤：巷道施工时，由掘进机转载部自行装煤，通过掘进

机小溜、桥式转载机转载，胶带输送机运煤。

2、材料及设备运输：材料及设备装车后由副立井下至井底车场，由

9#轨道运输大巷-*9#西轨道运输下山-*9#层一采区运输巷工作面。

3、人员行走路线；人员乘坐副立井罐笼至井底一9#层井底车场一9#

胶带运输大巷-9#西轨道运输下山一9#层一采区运输巷工作面。

二、运输设备的铺设及安全设施

1、皮带输送机铺设

(1)皮带输送机的稳装必须平直、构件齐全，输送带松紧适宜，

(2)机头、机尾距巷帮位置不小于700mm。

2、安全设施及要求

(1)机头必须安装防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护

栏，机尾必须有护罩。

(2)皮带输送机的综合保护灵敏可靠、齐全有效。

(3)皮带输送机机头必须用地锚固定，机尾必须用丝杠破好。

(4)巷道内行人跨越皮带处必须设置过桥，每300m设置一道行人过

桥，皮带大架后及机组跑道处必须设置一组行人过桥。

第四节巷道施工要求及管线布置

一、巷道施工要求

巷道施工必须沿91t煤层底板掘进，巷道中线至任何一帮的距离分别与

设计中线的误差在允许的-50mm〜+100mm之间。

二、各类管线设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、电缆按巷道断面图布置。

2、风管、水管必须吊挂在专用锚杆上，压风管、静压水管挂在排水

管的上方，相互之间距0.2m,距工作面不超过30m。

3、管路必须按质量标准化要求吊挂。

4、电缆必须采用电缆钩吊挂，且每隔1m吊挂一次并符合《煤矿安全

规程》要求。

第五节设备及工具配备

配备下列设备及工具

表6设备及工具配备表

机械名称型号功率数量工具名称单位数量

掘进机EBZ-16060KW1铁锹把6

转载机DZQ80/30/111大锤把2

胶带输送机SJ-8002X40KW1吊链套2

局部通风机FBD-Z-N07.130KWX22专用工具套2

风动锚杆钻MQT-1202铁镐把2

水泵潜水泵18.5KW4张拉千斤台2

信号综保BZZ-4KVA1扳手价2

手持风动钻MQS—1.92风动紧锚索机台2

开关QBZ-806信号线m830

探水钻机型ZLJ-3505.5KW2台111话fi2

激光指向仪台1

平板车辆1

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式与供风距离

施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在西胶带运输下山，

距巷道回风口不得小于10m的新鲜风流中，最长供风距离830m。

二、掘进工作面风量计算

9#层一采区运输巷掘进工作面实际所需风量的计算：

1、按瓦斯涌出量计算

Qhf=100XQhgXKhg=100X0.3X1.6=48m7min

式中：

Qi*——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.3m7min

Khg——掘进工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取1.6

2、按二氧化碳涌出量计算

3

Qin=67XqbcXKhc=67X0.12X1.6=12.864m/min

式中：

qbc——掘进工作面回风流中绝对二氧化碳涌出量，0.12m7min

心一一掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数取1.6

3、按局部通风机实际吸风量计算

设计选用FBNQ7.1/30X2型局部通风机，该风机风量范围为410〜

640m3/min；

Qhr=Qa[X1+60X0.25Shd=600X1+60X0.25X14.91=824m7min

式中：

Qaf—局部通风机额定吸风量，取600nl'/min

I一掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台

Shd一局部通风机安装地点及回风口间的巷道最小断面积14.91m2

4、按工作人员数量验算

Q“24・Nhf=4X18=72m7min

式中：

g一掘进工作面同时工作的最多人数18人

取上述风量计算最大值，掘进工作面需风量为Qhf-824m7min

5、按风速进行验算

1.验算最小风量

Qaf^60X0.25Shf=60X0.25X18.59=278.85m7min

Shf=掘进工作面巷道的最大净断面积18.59m2

2.验算最大风量

QaW60X4.0XShf=60X4X14.91=3098.4m7min

Shd=掘进工作面巷道的最小净断面积14.91肝

根据《煤矿安全规程》规定，煤巷及平煤岩巷掘进工作面风量应满足

60X0.25XShdWQhf<60X4XShf

278.85^824^3098.4

经验算，掘进工作面满足风速要求。

矿井掘进工作面风量为：

3

Qht-824m/inin

三、局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点：

掘进9#层一采区运输巷时，局部通风机安设在距回风口不小于10m的

进风风流中。巷道的风速不得低于0.25m/s。

2、通风系统：

新鲜风：

地面一主立井一9#胶带运输大巷—9#西胶带运输大巷—9#层一采区运

输巷。

污风：

9#层一采区运输巷掘进工作面一绕道f9#西回风下山一回风暗立井f

8’总回风一回风立井一地面。

四、通风方法及设备

1、通风方法及设备：

通风方法:巷道施工时，采用压入式通风，通风机械为30KWX2对旋

风机。

通风设备：巷道掘进时，必须同时安装两台局部通风机且有消音器，

必须实现三专两闭锁，双风机、双电源自动切换，一套工作，一套备用，

备用风机、开关必须完好，并保证随时能正常运行，备用风筒必须放在风

筒架内，风筒架放在转载机后20m内。

五、局部通风机及其开关的安装要求

1、局部通风机及其开关的安装要求：

局部通风机应吊挂在顶板完整、支护齐全的巷道顶板上或稳装在专用

风机架上且距地面高度不得小于0.3m,开关必须上架管理。

2、风筒吊挂要求：

(1)、风筒吊挂在巷道顶板的锚杆上，做到吊挂平直，逢环必挂，拐

弯处设弯头，异径风筒使用过度节，先大后小，风筒接口严密不漏风，不

得出现拐死弯和落地现象。

(2)、风筒吊挂距帮壁不大于0.1m,距巷道顶板不大于0.2m。

(3)、风筒出口距工作面迎头距离不大于10m。

六、隔爆措施

当巷道掘进到距巷道口50—75m时，开始安设隔爆水袋。

第二节压风系统

风源来自地面压风机房，经副立井井底车场、9#层西胶带运输大巷用

4寸铁管和1寸胶管接至工作面掘进头。地面风压为0.7Mpa,出口风压最

小为0.4Mpa0

压风系统

地面压风机房一副立井一井底车场一9#西胶带运输大巷一一采区运输

巷掘进工作面。

第三节瓦斯防治

报警系统处理程序：

1、当巷道内瓦斯超限甲烷传感器报警、断电后，班长必须立即停止

作业，先将巷内所以人员撤离到有新鲜风流的巷道中，然后向调度室汇

报。

2、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%

时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，采取措施进行处理。

3、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20

m以内风流中的瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止工作，切断电源撤出人员

进行处理。

4、工作面及巷道内体积大于0.5m3的空间内瓦斯积聚的浓度达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。

5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度

降到0.8%以下，经过瓦检员确认，符合《煤矿安全规程》第169条规定的

要求后，方可送电。

6、工作面中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作撤出人员，查

明原因制定措施进行处理。

7、当工作面停风时，上岗干部必须迅速组织将作业人员撤离到有新

鲜风流的巷道内，查明原因采取措施进行处理。

第四节综合防尘

一、防尘设施：

1、施工巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设4寸静压水管，并

每隔50m安设一个三通阀门。

2、掘进机上安设有效的内、外喷雾装置和除尘器。必须保证喷雾装

置雾化效果良好，能覆盖整个截割头。

3、各转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。

4、巷内安设净化水幕三道，在距本巷回风口50m处安设一道固定水

幕，距工作面30〜50m处安装一道移动水幕，回风绕道内安装一道固定水

幕，水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕

的长度不得小于巷宽的90%,水幕距顶板不得大于300mm。

二、防尘系统:

防尘水源来自地面静压水池，自副立井井底车场、9#层一采区运输巷

掘进工作面，4寸铁管和1寸高压胶管接至工作面外20m处，供各转载点

洒水、雾化水幕和湿式作业等用水。

地面静压水池一副立井一9#层一采区运输巷掘进工作面（4寸水管）

f迎头外20m处。

三、隔爆水棚：

1、隔爆水棚的吊挂位置及规格（见表7）表7

巷道名称巷道断面水袋数量水袋规格排距间距吊挂位置

9#一采区

15.21m252袋60L2m0.2m50-75m

运输巷

2、第一组距巷道口50-75m处，然后每隔200nl安设一组.

3、隔爆水棚必须符合《煤矿矿用隔爆水槽通用技术条件》的规定。

4、隔爆水棚用水量按巷道断面积计算,每平方米不少于200Lo

5、水袋采用横向布置，每排4个，棚边与巷壁之间距离不得小于

0.1m,距巷道底板距离不小于1.8m,棚区长度不得少于30m,挂钩相向布

置，吊挂整齐。水量必须超过水袋的2/3,如发现水槽损坏或水量不足

时，应及时更换、补水。

6、隔爆水棚应挂有管理牌，内容齐全规范。

第五节防灭火

一、防灭火措施：

1、皮带头放置消防器材一套，包括0.4n?的灭火砂及消防工具一

套，二氧化碳灭火器2个，20m长6〃消防胶管一根并与4寸静压水管连

接。

2、灭火器必须上架管理，放置在距皮带头5m便于取用的地方，灭火

器应定期更换，严禁随意挪动和损坏消防设施。

二、防灭火系统：

地面静压水池一副立井一9"层一采区运输巷掘进工作面(4寸水管)

防灭火水管三通。

第六节安全监控

一、监测仪表的仪器型号和数量

9#层一采区运输巷掘进工作面施工时，使用KJ83N-F型矿用分站一

台，GJC4(B)型瓦斯传感器两台，KGT9-L局部通风机开、停传感器两台，

KGV6型风筒传感器一台，KGN1-B烟雾传感器一台，KDG5/36矿用断电控

制监视器一台，KGA3型一氧化碳传感器一台，信号电缆必须敷设在动力电

缆上方相距0.1m以上的地方。

二、管理：

1、必须建立瓦斯监测队、组，并配备一定的人员。

2、监测人员都必须经过监测和通风技术专业培训经公司考核发给合

格证后，方可上岗独立上岗。

3、掘进工作面都必须实现风电、瓦斯电两闭锁。

4、井下装置每天进行巡回检查，维护调试，调试时应携带标准气样

空气样。调试完后，必须认真填写调试维修记录。

5、井下瓦斯监测装置发生故障时，先由瓦检员就地代替传感器进行

检查，但监测断电装置必须在8小时内修好，投入使用，否则必须停产修

复，在井下处理监测系统故障时，严禁擅自甩掉装置不用，如确需暂停装

置运行时，必须经矿总工程师书面批准。

6、瓦检员、放炮员采掘队组长每班至少对所管辖范内监测装置和支

线电缆进行一次外观检查，发现问题及时汇报通风调度并协调处理。

7、如装置监测与人工检测数据出现误差时，测值误差在±0.1%范围

内，应以测值大的瓦斯浓度为准。以确保安全。若大于±0.1%时，监测人

员应及时下井进行校对，在此期间任何人严禁乱调试不得擅自停运装置。

8、对需要经常移动的传感器，主机及电缆，只许采掘队，班、组长

在瓦检员的监护下，按规定进行移动，严禁擅自移动或停用。

三、瓦斯监控仪器的布置及要求：

瓦斯分站布置在顶板完好的新鲜风流中，甲烷传感垂直吊挂在顶板完

好、距顶板不得大于300mm、距巷道侧壁不小于200mm的地方，其中一台

吊挂在所施工巷掘进工作面不大于5m处风筒的另一侧，另一台吊挂在巷

道内距回风口以里10〜15m范围内。

四、甲烷传感器的报警、断电浓度及范围：

1、工作面甲烷传感器的报警浓度为QcH420.8%,断电浓度为

1.2%,断电范围是本巷道内全部非本质安全型电气设备。回风口处甲烷传

感器的报警浓度、断电浓度均为QC1M^0.8%,断电范围是本巷道内全部非

本质安全型电气设备。

2、甲烷传感器的复电浓度：

当瓦斯浓度QaH<0.8%时，经瓦检员检查确认后，方可人工为断电的

设备复电。

3、定期对监控设施进行调试、校正，符合报警规定要求。

五、其它传感器的布置要求：

1、局扇开、停传感器布置在局扇控制开关的负荷侧。

2、风筒传感器布置在风筒末端。

3、烟雾传感器布置在带式输送机滚筒下风侧10T5m处。

4、一氧化碳传感器布置在带式输送机滚筒下风侧10T5m处（报警浓

度0.0024%）0

5、馈电传感器布置在被控开关的负荷侧。

六、六大系统

巷内的六大系统必须按照有关要求完善。

第八节供、排水系统

一、供水系统：

水源来自静压水池一副立井一9#层胶带运输大巷（4寸水管）一9#层

一采区运输巷掘进工作面迎头外20m处（4寸水管）。

二、排水系统：

巷道内的积水大部分来自于巷道冲洗、湿式作业。巷道内积水通过

4KW矿用潜水泵或风泵由巷内布置的4寸排水管排至9#西胶带运输大巷排

水系统中。

排水系统：9#层一采区运输巷掘进工作面积水点一掘进巷内的4寸排

水管路一9#西胶带运输大巷一胶带运输大巷一主水仓一4寸排水管路f地

面。

第八节运输系统

一、运料系统：

地面一副立井一井底车场一9#联络巷一胶带运输大巷—9#西胶带运输

大巷一9#层一采区运输巷掘进工作面。

二、运煤系统：

9#层一采区运输巷掘进工作面一9#西胶带运输大巷一胶带运输大巷一

主煤仓一主立井一地面。

第九节照明、通讯和信号

一、照明：

各工作面的皮带头照明采用127V矿用防爆灯管，配套专用照明综

保；机组必须有前照明灯和尾灯，电源由机组电控箱供出，电压为36V。

二、通讯：

本工作面的皮带机头、机尾各安设一部电话，确保通讯畅通，电话便

于井上、井下、变电所、压风机房等工作场所联系，电话距离工作面不得

大于50米。

三、信号：

皮带机头、机尾安设声光兼备信号装置。

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

严格执行现场交接班制度，所有员工必须经过培训合格后，方可持证

上岗，（各队组组织机构见表8）。

表8劳动组织表

出勤人数/人

工种定额

早班二班三班四班合计

班长11114

副班长11114

机组司机1113

检修工711110

36

皮带司机1113

支护工兼清煤工3339

杂工1113

合计999936

采用“四六”制作业方式。早班为检修班，二、三、四班为生产班。

第二节循环作业

为保证正规循环作业，巷道施工必须根据劳动组织的人员配备，合理

安排工序，充分利用工作时间，提高工时利用率。

第三节主要技术经济指标

主要技术经济指标见表9o

表9技术经济指标

一

序

号指标单位数量备注

.

巷道设9#层一采

1m830

计长度区运输巷

断面积9#层一采2

2m15.21

（净）区运输巷

3硬度等级f2-3

4每次截深m0.8

5每班循环进尺m2

6每班进尺m4

7每日进尺m12

8每循环出煤量29.06

9出勤人数人/日36

10出勤率%100

11效率m/工0.3

12成本元/m

13油脂消耗Kg/m0.125

14截齿消耗个/m1

15油管消耗M/m0.5

16顶锚杆根/m1

17帮锚杆根/m8

18顶树脂药卷/m8

19帮锚固剂卷/m16

20顶钢筋梁根/m1

21金属网卷1.67

22电缆m830总长

23信号电缆m830总长

第七章安全技术措施

第一节一通三防

一、通风瓦斯管理：