19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

19#煤联络上山掘进工作向施工作业规程会审签字表

措施名称：19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

审批地点：主持人：

审批时间：一年—月—日

审批单位审批人职务或职称口期

生产技术部

机电部

通防部

安检部

经营部

人资部

调度室

施工单位

机电副总

采掘副总

通防副总

经营矿长

生产矿长

机电矿长

安全矿长

总工程师

矿长

19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

会审意见

一、存在的问题

二、整改意见

19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

第一章概况

第一节概述

序号项目内容说明

1巷道布置附平面图、断面图

2工期要求预计2012年11月〜2013年1月

3巷道用途服务于11905及11907采面

4服务年限两年

5工程量135m（平距）、142m（斜距）

工程

结构19#煤联络上山开口点位于11907联巷向前施

6特点工56m位置，巷道开口与11907联巷成100。夹角，

沿19#煤顶板掘进，方位角145%

该巷道位于矿井西翼一采区紧挨回风上山保

附近护煤柱掘进，周围不受采动影响。

7开采开口标高：+1136m

情况终口标图：+1177m

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第二节编写依据

一、龙鑫煤矿技术部提供的工作联系单《19#煤联络上山》批准

日期：2012年11月9日。依据《19#煤联络上由地质说明书》批准

日期：2012年11月9日。

二、相关法规及技术规范

1.依据《煤矿安全规程》出版日期：2011年2月第1版。

2.依据《贵州省煤矿质量标准化及考核评级办法》（试行）批准

日期：2009年12月18日。

3.依据《煤矿作业规程编制指南》批准日期：2005年9月。

4.《煤矿工人安全技术操作规程指南》（合订本）出版日期：2006

年9月第一版。

5.《井巷工程施工规范》。

6.《井巷工程验收规范》。

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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

井上下关系对照表

巷道位置矿井西翼一采区工程名称19#煤联络上山

开口标高+1136m终口标图+1177m

地面的相对位置

地面为山地无建筑物及其他

建筑物及其他

井下相对位置对掘该巷道位于矿井西翼紧挨回风保护煤柱掘进，巷道布置区

进巷道的影响域内不受其他已掘巷道影响。

邻近采掘情况对掘

该巷道邻近未曾进行过采掘活动，对掘进巷道没有影响。

进巷道的影响

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第二节煤（岩）层赋存特征

序号项目内容说明

1地质柱状附地质柱状图

顶板为粉砂岩、粉砂质粘土岩或泥质灰岩，由于靠近地表，节

顶底板岩性理、裂隙较发育，因直接顶板为泥质灰岩，岩性坚硬，煤层顶

2

特征板稳定性中等。底板岩性主要为炭质粘土岩、粘土岩，其次为

粉砂质粘土岩、粉砂岩等，底板无明显的泥化现象。

该煤层较稳定，煤层平均厚度4.1m,平均倾角17。，

19#煤层情况煤的自然倾向性属in类，最大相对瓦斯涌出量

26.66m%,最大绝对瓦斯涌出量17.71m3/mino

根据中国矿业大学19#煤瓦斯突出鉴定结果，19#煤

煤层突出危险性

层无突出危险性。

根据地质部门提供的资料,19#煤联络上山掘进施工

煤地质构造期间地质构造简单，施工当中加强顶板及通风管理。

层若遇到地质构造时另补专项施工措施。

赋

3存

条

件

影响该巷道的主要为顶板砂岩水。预计正常涌水量

lm3/h,最大涌水量3m3/h,巷道掘进时排单趟4寸排

水文地质水管，距迎头不超过20m,配同型号5.5KW潜水泵

1台及2台37kw风泵，在巷道低洼处开挖水泵窝，

综合排水能力不小于100m3/h,保证排水系统完好。

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第三节地质构造

根据地质资料分析，巷道布置范围内不受断层影响，施工过程中

坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，严格做到长探与短探结合，发

现断层顶板较为破碎时，应另行补充施工措施。

第四节水文地质

19#煤联络上由掘进过程中，主要受顶板砂岩水影响。施工过程中

要做到有掘必探，先探后掘。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

19#煤联络上山开口点位于11907联巷开口向前施工56m位置，

巷道开口与11907联巷成100。夹角，沿19#煤顶板掘进，掘进方位

145%巷道总设计长度135m（平距）。

第二节支护设计

一、永久支护

1.19#煤联络上由巷道永久支护采用锚网梁索支护（特殊情况

采用架棚支护），巷道净宽x净高=4.2x2.9m。正顶采用①20x2000mm

高强锚杆，每根锚杆2卷树脂锚固剂，配合①16x4000mm的钢筋梁，

锚杆间排距800x800mm；配合①15.24mmx6.3m锚索，厂家配套索盘，

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每根锚索4卷树脂锚固剂，锚索间、排距1800mmx2000mm,沿巷道

中心五花型布置；巷道两帮支护为①20x2000mm等强锚杆，每根锚杆

2卷树脂锚固剂，锚杆间排距800x800mm。巷道全断面铺设①4.0mm,

网格50x50mm的编织金属网，压茬不小于100mm,用12#铁丝连接,

连接间距不大于200mm。

2.顶板破碎压力大或托顶煤施工时，锚网梁索支护强度达不到

设计要求时，采用梯形钢棚支护，棚距600mm,背板400mm一道，

规格：长x宽x厚=800mmx70mmx40mm,全断面铺设6mxi.2m塑编

网，压茬不小于100mm,用14#铁丝连接，连接间距小于等于200mm。

架好后每架钢棚打4道撑木，撑木规格：长x宽x厚

=580mmx70mmx70mmo

二、临时支护

（一）临时支护形式

1.施工过程中不管顶板岩石好坏，必须采用临时支护。临时支护

采用金属前探梁支护，前探梁必须至少使用三根完好的直径

①75mm无缝钢管，长度4.8m,壁厚不小于4.0mm；背木使用长度

1.6m,厚度不小于50mm，宽度不小于100mm的实木；吊环采用厚

8mm的钢板弯曲成圆形直径中100mm,上焊M20螺帽，每根前探梁

必须使用两个在一条直线上（该直线与巷道中心线平行）的吊环悬

挂，吊环间距为直线上相邻两排顶锚杆的间距。前探梁临时支护最

大控顶距离为1900mm,最小控顶距离均为300mm,严禁人员在空顶

下作业。

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

2.（打临时支护锚杆时是否需要打临时带帽点柱？）

3.顶板破碎、压力大不适应打锚杆时一，必须采用棚子支护，架棚

子临时支护采用两根金属前探梁，前探梁采用两根矿用11#工字钢，

每根长度3m,每根前探梁配三道卡子，均匀分布，前探梁分别挂在

棚梁中心两侧各0.8m处。前探梁的使用方法：a.上前探梁时先将3

个卡子按间距L2m（2架棚）均匀插在棚梁上，站在脚手架上人工抬

前探梁将前探梁放在卡子槽内，上好挡板，紧固螺丝。上梁时每头三

人，四人抬梁，两人上卡，用力一致。b、前探梁向前移动时，前探

梁两端各3人，两人松动螺丝，四人紧托梁体，防止滑脱伤人，并用

力向前移动0.6m（一架棚）。先紧固前边两个螺丝，再去掉后边的

卡子、螺丝，移在与最前边相距0.6m（一架棚）处的棚梁上插好并

紧固螺丝。

（二）临时支护施工工艺

金属前探梁临时支护工艺：

1.采用掘进机割煤后保证巷高不低于2000mm,由班长安排专人

站在已支护好的顶板下使用长度不小于2000mm的长柄工具进行

敲帮问顶，将工作面活肝危石找净，确认安全后，进行前探梁临时支

护工作。

2.连网工站在永久支护下,将续接的钢筋网用12号铁丝固定（固

定2~3道即可，搭接长度不小于100mm）。

3.架设前探梁需要4〜5人，架设前探梁人员必须由跟班队长或班

长指定的有经验的老工人来完成，监护人员要站在永久支护下的

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I人〃口既熟19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

安全地点，并不得影响架前探梁人员的安全退路。

（三）临时支护施工工艺要求

1.临时支护全部按标准支护好后，施工人员站在临时支护下由外

向里、先中间后两边打注顶锚杆。打顶锚杆时允许两台锚杆机同时打

第一排及第二排顶锚杆，前两排顶锚杆打好后，打第三排及第四排顶

锚杆，并且每排顶锚杆打齐后即可打注此排的帮锚杆。

2.施工临时支护时要加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层

或其它异常现象时，要立即停止作业，将工作面施工人员撤离至安全

地点，待顶板稳定后由外向里进行敲帮问顶，确认安全后方可继续施

工。

3.采用综掘时、掘进机施工的掘进工作面，严禁利用截割臂代

替金属前探梁。迎头施工人员必须在正规的金属前探梁保护下工作。

4.当顶板极其不平或其它原因无法使用前探梁临时支护时一，每排

可以使用三根直径不小于150mm的圆木配合木托盘打点柱（点柱规

格400x200x40mm的优质木料）点柱做为临时支护，并用木楔楔紧。

木点柱间距为1000mm,两侧木点柱距离帮部均为800mm，点柱要打

设及时，并打在实底上，无法打在实底上要垫木料或枕木。

5.采用综掘时一，掘进机割煤后必须及时进行临时支护，尽量减少

顶板裸露时间。所有作业环节人员都必须站在临时支护下进行，严禁

空顶作业。

6.采用综掘时一，割完煤后及时安设并前移临时支护，前探梁必须

紧跟迎头，人员必须在前探梁的掩护下工作，严禁空顶作业。临时

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

支护使用完后放于固定位置，不得挪作他用。

(四)临时支护管理

1.工作面使用的临时支护必须有备用量。使用金属前探梁临时

支护的，必须备有一根完好的前探梁、两个前探梁环、两块背木和

不少于六个木楔。

2.临时支护拆下后，在迎头退后10〜30m巷道非行人侧靠帮集中

用挂钩(或阻燃连网绳)吊挂整齐。

三、支护规格验算

1.根据支护形式，按加固拱原理及悬吊理论验算确定锚杆支护参

数如下：

(1)锚杆长度：

L=IV(l.l+B/10)=1.2x(l.l+4.2/10)=1.824m

式中:1V—围岩稳定性影响系数，取1.2

B—巷道垮度,B=4.2m(最大跨度)

通过计算，锚杆长度确定为2m,满足支护要求。

(2)锚杆直径

D=l/110xL-l/110xl.824=0.017m

通过验算，树脂锚杆的直径确定为①20mm,完全符合支护要求。

(3)锚杆间排距

D<0.5L=0.5xl.824=0.912(m)

D<0.5L=0.5x2=1(m)

根据设计要求及参数计算，巷道锚杆间排为800x800mm,符合

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支护要求。

2.根据锚杆支护的悬吊理论验算：

(1)、锚杆的长度L:

L=L1+L2+L3

=50+1600+300

=1950mm

式中：L1------锚杆的外露长度，一般外露长度30〜50mm

L2——软弱岩层的厚度，可以根据围岩松动圈确定，龙

鑫矿围岩松动圈一般为1200mm-l600mmo

L3------锚杆深入稳定岩层的深度，一般取200〜300mm

根据以上验算，选用顶板锚杆长度2000mm的高强锚杆满足要

求。

(2)锚杆的间排距

锚杆间距D<l/2L=0.912mD<l/2L=lm

锚杆排距L0=Nn/2KraL2

=100x13/2x3x24x2.1x1.6

=2.69m

式中：n——每排锚杆根数，13根

N——设计锚固力，100KN/根

K——安全系数，取2〜3

上覆岩层的平均容重，取24KN/n?

a1/2巷道掘进宽度2.1m

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根据以上验算，锚杆的间排距800x800mm符合要求。

3.锚杆材质

结合龙鑫矿现有支护材料，顶板选用高强锚杆，两帮选用等强树

脂锚杆。

4.锚固剂及锚杆的锚固方式

锚杆锚固为树脂药卷锚固，每根锚杆均用直径为①23mm,规格

为中速MSZ2335型树脂药卷，每孔2卷药；药卷搅拌时间30s,等

待时间15s,固化时间7分钟；每根锚索使用4卷药。

5.锚杆支护附件

托盘用10mm厚、0100mm的碟形托盘，托盘螺口均与锚杆螺

帽相配套达到高强度。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、施工顺序

11907联巷开口向前施工56m位置为19#煤联络上山开口位置，

巷道开口与11907联巷成100。夹角，沿19#煤顶板掘进，掘进方位

角145°；巷道设计全长135m（平距）。

二、施工方法

（一）钻爆法

采用普通钻爆法施工，打眼采用风动锚头或YT-28风钻，毫秒

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延期电雷管正向装药，串联联线一次起爆，所用炸药为3级煤矿许用

水胶炸药，每眼一卷水炮泥,封泥长度严格按照规程要求，全断面一次

起爆。顶板破碎时，采用分次打眼，分次装药，分次起爆，每次拉炮

个数为不大于20个，架棚支护时眼深800mm，锚网支护时眼深

2000mm,每眼装药量锚网支护不超过0.4kg水胶炸药，架棚支护不

超过0.2kg水胶炸药。顶板完好时，锚网梁索支护循环进度L6m,最

大控顶距小于1.9m,最小控顶距小于0.3m。若顶板破碎时，架棚支

护循环进度0.6m,最大控顶距小于0.8m,最小控顶距小于0.2m。

（二）综掘

EBZ135型掘进机实现连续截割、装载、运输作业。在实际截割

过程中，依据顶板的完好性控制一次掘进进度；直径不小于75mm,

壁厚不小于4mm的无缝钢管作为临时支护，当顶板为稳定平整的

砂岩、两帮煤壁较硬时，在保证操作人员安全的前提下，每循环进

尺2400mm；当顶板为较稳定、较平整的砂岩、两帮煤壁较硬时，

在保证操作人员安全的前提下，每循环进尺1600mm；当煤体较软

或顶板岩石破碎时，每循环进尺800mm,并及时支护；需要改变循

环进度时由生产技术部到现场鉴定并下发作业循环变更通知单。

掘进机的截割顺序应根据所割煤岩的硬度而定，一般情况下，

当截割较软的煤壁时，采用左右循环向上的截割方法。对大块坠落

体，使用大锤或风镐处理成小块后再行装载。

巷道掘进遇断层（落差超过LOm）或地质条件变化时，必须及

时向生产技术部和调度室汇报，以确定施工方案并编制专项安全技术

措施。

附图掘进机切割路线示意图

三、支护顺序

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（1）锚网梁索炮掘施工：交接班、安全检查f开工准备一打眼

一吹风、装药、联线一爆破、通风f临时支护及出殖一顶锚及局

部出殖一吊线修边帮锚及出硝一质检一第二循环开始。

（2）锚网梁索综掘施工：现场交接班一安全检查一检查瓦斯一割

煤掘进、出煤一敲帮问顶一安装临时支护一打顶板锚杆一手镐刷帮一

打帮部锚杆（铺帮网）一出煤并搞好文明卫生。

（3）架棚施工：交接班.安检一一开工准备一一打眼一吹风、装

药、联线一爆破、通风一一移前探梁一一上顶梁一一挖柱窝一一延

校中心一一载腿子一一出硝一一质检一一第二循环开始

四、劳动组织

施工作业采取“三八”制作。

第二节凿岩方式

一、施工方式：

1.机械施工方式：采用掘进机炮头直接切割煤（岩）。

2.炮掘施工方式：打眼采用风煤钻或YT—28型风钻，爆破采

用三级矿用煤安乳化炸药，毫秒延期电雷管正向装药，串联联线、

一次起爆。

施工设备表

数

序号机械、钻具名称型号动力配套方式备注

量

1风钻YT—282风

2风锚头4风

3手镐5人力

4尖锹6人力

5风煤钻ZQS-30/2.52风

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6掘进机EBZ1351电

SGB—420/4

7刮板机1电

0刮板机

8奥钻1302风

第三节爆破作业

一、采用锚网梁索炮掘支护

1.锚网梁索支护施工爆破说明书

矿井瓦斯等级高瓦斯矿井掘进断面13.20m2

煤(岩)普氏系数40.2〜0.5钻眼机具风锚头/YT-28风钻

炸药种类3#煤矿安全水胶炸药雷管类型毫秒延期电雷管

2.爆破图表

炮眼角度装药量

炮眼炮眼炮眼深炮眼个雷管封泥起爆

连线方式

名称编号度m数水平垂直合计段别长度顺序

kg/眼

(°)(°)(kg)

分次

掏槽眼1-61.9684900.84.8I

装药

辅助眼7-131.7790900.64.2II分次

不得起爆串联连

周边眼14-301.71779900.610.2III少于(每次线正向

0.5m拉炮起爆

不大

底眼31-371.7779900.64.2IV

于20

个眼)

合计3764.13723.4

3.爆破指标

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

顺序指标名称单位数量序号指标名称单位数量

1炮眼利用率%855一循环炮眼长度m64.1

2工作循环进度m1.456掘进一米炮眼长度m44.21

3一循环实体煤岩量m319.147掘进一米炸药消耗量kg16.14

4掘进一米煤岩量m313.208掘进一米雷管消耗量发25.52

二、采用架梯形棚炮掘支护

1.梯型棚爆破说明书

矿井瓦斯等级高瓦斯矿井掘进断面10.48m2

煤(岩)普氏系数60.2〜0.5钻眼机具风锚头/YT-28风钻

炸药种类3#煤矿安全水胶炸药雷管类型毫秒延期电雷管

2.爆破图表

炮眼角度装药量

炮眼炮眼炮眼深炮眼个雷管封泥长起爆

连线方式

名称编号度m数水平垂」L合计段别度顺序

kg/眼

(°)(°)(kg)

掏槽眼

1-41.4474900.41.6I分次装

药分次

辅助眼5-121.2890900.21.6II

不得少起爆

串联连

于眼深(每次

周边眼13-271.21564900.23.0III线正向

一分之拉炮不

起爆

底眼28-351.2867900.21.6IV大于

20个

合计3542.8357.8眼)

3.爆破指标

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顺序指标名称单位数量序号指标名称单位数量

1炮眼利用率%755一循环炮眼长度m42.8

2工作循环进度m0.96掘进一米炮眼长度m47.56

3一循环实体煤岩量n?9.437掘进一米炸药消耗量kg8.6

4掘进一米煤岩量m310.488掘进一米雷管消耗量发38.89

第四节装载与运输

一、煤（岩）岩运输

利用SGBT20/40刮板机出渣。

二、出渣系统

1.11907联巷已安装好一部SGB—420/30刮板机，1133m水平大

巷也安装好一部SGB—620/55刮板机，工作面掘进再安装一部

SGBT20/40刮板机即可。

2.工作面渣——SGB—420/40刮板机——SGBT20/30刮板机

——SGB—620/55刮板机——1133m水平大巷溜煤眼——一部高强

皮带——地面。

三、运料系统

地面T进风平砸HU33m水平大巷-11907联巷一工作面。

装载设备运输方式表

序

设备名数固定方.运输运输距备

号型号安装位置

称J里SL式方式离注

1刮板机SGB—420/40119#煤联络上压柱80m

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

山

19#煤联络上

2刮板机SGB—420/401压柱60m

山

3刮板机SGB—420/30111907联巷压柱56m

1133m水平

4刮板机SGB—620/551压柱60m

大巷

第五节管线敷设

风筒距掘进工作面不大于5m,风管距工作面不得大于15m,水

管距工作面不得大于15m,电缆距工作面不得大于30m°

管线敷设方式表

规格型单与工作面

序号名称位数量吊挂方式

号方式

铁丝配油丝绳吊

1阻燃风筒直径600-Hj-21

挂

22寸风管6m根22专用挂钩

32寸水管6m根22专用挂钩

4缆线50平方m130塑料电缆钩

第六节设备及工具配备

设备及工具配备表

一

序

号设备、工具名称规格型号单位数量备注

1水泵5.5kw台一

2风钻（附钻架）YT-28台二

3风镉严禁

5馈电开关KBZ-400台五

6控制开关QBZ-200台一

7刮板机SGB—420/40台—'

8综保ZBZ-4.0台—

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

9压入式风机FBDN.0-5.6套一2x15kw

10锚杆钻机130台二

11电话防爆台一

12铁锹把六

13风煤钻ZQS-30/2.5二

14手镐把五

第五章生产系统

第一节通风

一、通风系统

新鲜风：地面f进风平碉一+1133m平巷一局扇一工作面。

乏风风流：工作面f11907联巷f+1133m平巷f+1133m平巷回

风联巷一回风上山一回风上山（上段）一总回风巷一回风平洞一地面。

二、局部通风设计

〈一〉风机选型计算与风机选型

每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆

破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风

机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

①按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：

Q掘=125q掘・K掘通

式中：Q掘一单个掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘一掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌

出量，m'/min；

K掘通一瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产条件下，连

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量

的比值)。

Q掘=125x0.4x1.5=75m3/min

按二氧化碳的涌出量计算需要风量，可参照瓦斯涌出量计算方

法进行。

②按局部通风机实际吸风量计算需要风量：

煤巷掘进：Q掘=Q扇=11+60乂0.25$(m3/min)

式中：Q扇一局部通风机实际吸风量,m3/min。

安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸

风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的

风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s,以防止局部

通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；

li—掘进工作面同时通风的局部通风机台数。

Q掘=。扇=60x0.25x13.20=191.4m3/min

③按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：

每人供风44m"min：

Q掘＞4N=4x25=100m3/min；

每千克炸药供风y25m3/min(硝酸钱炸药)：

Q掘＞25A(m3/min)

式中：N—掘进工作面最多人数，人；

A——次爆破炸药最大用量，kgo(仅适用于使用硝酸铁炸药的

煤矿，我矿使用的炸药为三级矿用煤安乳化炸药，故不按此方法计

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

算）。

④按风速进行验算：

掘进最低风量Q煤掘〉60x0.15S掘=60

x0.15xl3.20=114.84m3/min

2

式中：S掘一掘进工作面的断面积，mo

根据以上计算，该工作面配风量不得小于191.40?/mine在考

虑经济合理、确保安全的同时，结合现有实际情况，选用二台2xl5kw

对旋轴流式局部通风机，供工作面使用，根据实际情况开双级。

〈二〉局部通风方式

采用压入式局扇通风方式，工作面安设两台2xl5kw的对旋轴流

式局扇，双风机双电源，自动倒台灵活可靠；并且风电闭锁、瓦斯电

闭锁可靠。

〈三〉局扇安设位置

风机安装必须牢固，距地面距离大于等于700mm。分风器必须

吊挂平直，稳定牢固可靠，风分器内逆止阀灵活可靠；风机必须安设

在+1133m平巷风门外新鲜风流内。

〈四〉风筒及供风距离

风筒用0600mm直径，长10m/节的阻燃抗静电风筒，接头采

用双反压边接头。风筒挂在上帮距顶不大F200mm,距帮不大「

180mm。最大的供风距离约235m。

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

第二节瓦斯管理

1.工作面必须具有独立通风系统，并保证回风系统畅通无阻，

与回风系统相连的通风设施必须牢固可靠。

2.工作面配备专职瓦检员，观察突出预兆及瓦斯情况，发现异

常及时通知撤人、停电。

3.风机必须实现三专两闭锁，每班要进行倒台试验。

4.掘一队每班安排专人维护风筒，保证工作面风量充足，稀释有

毒有害气体，风筒末端与工作面距离不超过5m。

5.班组长必须携带便携式瓦斯报警仪，并悬挂工作面，并使其处

于工作状态，班长休班（带班副班长），负责担任此项工作。

6.施工中，当瓦斯浓度达到0.6%时，必须停止装药，加强通风，

洒水冲尘，冲淡瓦斯；当瓦斯达到0.8%时，必须停止作业，切断电源,

撤人，向调度室汇报；只有瓦斯浓度降到0.6%以下后方可恢复生产。

7.巷道设专职瓦斯检查员盯班上岗，严格执行“三检查”、“三汇报”

制度。瓦检员必须现场交接班，巷道内所有的机电设备和胴室处都

必须检查，并挂牌管理。

8.爆破程序：爆破前，向瓦检员询问瓦斯情况，瓦斯稳定且浓度

小于0.6%的情况下方可启动爆破程序。

9.当顶板破碎或托顶煤架棚施工时，必须打好前探锚杆控制顶

板，防止冒顶引起瓦斯事故，前探锚杆规格采用020x2000mm的树

脂锚杆，锚杆仰角N13。（与巷道坡度相比，大于巷道坡度13度）。

锚杆间距200mm、排距600mm（一架棚），逐棚打设。

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

10.为防煤体超前片，可在煤直墙上挂网打等强树脂锚杆固定（锚

杆不低于6根）。向前施工时，采用手镐落煤，随着煤体的向前剥

落及时紧固锚杆螺丝，保证锚杆每时每刻都紧贴煤墙，起到加固的

作用。防止冒顶及片帮、瓦斯事故发生。

11.所有下井人员必须佩戴并会正确使用ZH-45型压缩氧隔离式

自救器。

12.设专人看管风机，并派专人经常检查风筒是否有脱节破裂现

象，并及时延接风筒，风筒末端距掌子头距离不准超过5m。

13.看风机人员要坚持现场交接班，严禁脱岗和漏岗，看风机人

员接班后及时向队值班领导汇报风机运转情况o风机倒台时必须有跟

班干部、瓦检员、风机司机在场，倒台时间每天不小于1小时，做好

倒台记录及汇报工作。

14.巷道内瓦斯探头、自动报警仪、风电闭锁、瓦斯电闭锁及便

携式瓦斯报警仪应经常校对，保证灵敏可靠。保护好巷道内的监测

线，严禁挤压，瓦斯探头、自动报警仪严禁人为碰撞、洒水淋湿等，

爆破时瓦斯探头必须后撤岩巷不低于70m,煤巷不低于40m,防止爆

破崩坏。

15.停风、停电瓦斯超限必须立即撤人，送风时应先检查瓦斯不

超限时，可先送风后送电，送风执行“三方签字”（电工、瓦检员、班

组长）。

16.施工炮眼后，对炮眼瓦斯检查（炮眼内瓦斯浓度达到2%以上

时、必须采取减少装药量及拉炮个数、加强通风、洒水冲尘等措施）,

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

必要时，进行浅孔释放后方可爆破。

17.巷道施工过断层期间，瓦斯比较异常，施工必须逐排(架)，

加强瓦斯检查，加强通风管理及瓦斯传感器管理，如发现瓦斯涌出异

常(瓦斯忽大忽小或瓦斯浓度出.6%时)，立即停止施工。必须加强通

风、及时洒水冲尘，瓦斯浓度降至0.6%以下后方可恢复施工。

18.施工中若巷道顶板控制不住，发生漏冒顶时，及时执行以下

措施：

(1)空顶在0.5m以下时，用废旧坑木、竹笆、道木等物料将顶

板刹实背牢。

(2)空顶在0.5m以上时，按以下顺序进行：

a、先待顶板充分稳定后，由瓦斯检查员检查冒顶区瓦斯浓度不

超限时。

b、设专人观山，专人敲帮问顶，并备齐圆木、大板、穿楔、废

旧坑木等刹顶物料。

c、由有经验的工人按“井”字型木垛绞接刹顶，刹顶时一，递料人

员要及时、准确，要什么料及时送到，并设专人观山。

d、顶板刹实后，冒顶区及前后5架棚子用①50mm钢管连锁4〜5

道，顶板2〜3道，两帮各一道。

e、冒顶区要设瓦斯检查记录牌板，每班三次检查瓦斯浓度。

19.加强通风管理，保证通风断面，当局部瓦斯积聚时，要立即

查明原因进行处理。可以采取加设挡风板吹散瓦斯，当局部瓦斯较大

时，可以采用加设风筒三通，甩风袖向局部点进行吹散瓦斯；局部瓦

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I人〃口既熟19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

斯积聚未处理结束前，严禁进行与处理瓦斯积聚无关的工作。。

20.施工中瓦斯达到0.8%临界点时、必须打钻实行抽放，降低施

工过程中的瓦斯涌出量），瓦斯释放孔要求采用大风锚头，施工孔径

为89mm,孔深为5m的瓦斯释放孔，数量为7-21个。煤厚在0.5m

以下时，施工7个释放孔，煤厚在0.5m〜2m时施工14个释放孔，煤

厚在2m以上时，施工21个释放孔。

21.打钻前，经瓦检员检查瓦斯，钻机上方必须悬挂便携式报警

仪，同时向调度室汇报瓦斯情况，只有瓦斯浓度在0.8%以下的情况

下才能打钻，当瓦斯出现异常现象时,必须查明原因处理后方可施工

钻孔。

22.风筒接头严密（手距接头处0.1m处感到不漏风），无破口（末

端20m除外）、无反接头，软质风筒接头要双反压边，硬质风筒接头

要加垫，上紧螺丝钉。风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯,

风筒拐弯折深不超100mm,异径风筒接头要用过渡节，先大后小，

严禁花接。双反压边宽度不得小于100mm。直径800mm以上风筒接

头处，必须在两个风筒箍中间用12#铁丝捆住吊挂；风筒吊挂平直，

逢环必挂，确保风筒不漏风，。确保掘进迎头有足够的风量，防止工

作面无风或微风造成瓦斯事故。

23.掘进巷道临时停工不得停风，停工24小时以上的巷道必须

打上栅栏，临时停风巷道必须进行封闭；停、开工应制定专门措施，

停工不得停风，保证设备完好，严禁失爆，消灭火源。

24.局部通风机指定人员进行定期检修，并将检修记录本悬挂在

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

风机开关处，施工单位挂牌管理，每班检查风机运转情况并在管理牌

板上签字。管理牌板的内容为：地点、型号、安装时间、风筒长度、

倒台试验、检查时间、检查人员等。不得出现无计划停风，有计划停

风的必须有专项通风安全措施。

25.排放瓦斯,若瓦斯浓度超过0.8%但不超过2%或CO2小于1.5%

时、由施工队负责瓦斯排放工作，跟班干部、瓦检员、电工、局扇司

机等相关人员在场.并采取控制风流措施进行瓦斯排放工作；当瓦斯

浓度N2%或CO2NL5%时，由通风科制定排放瓦斯措施，并报矿总工

程师批准，经同意后方可执行瓦斯排放工作；当瓦斯浓度23%长度

30m以上时，必须制订措施，由救护队进行排放。

24.当瓦斯浓度超过0.8%但不超过2%、CO2小于1.5%时，由施

工队负责瓦斯排放工作，跟班干部、瓦检员、电工、局扇司机等相关

人员在场.并采取控制风流措施进行瓦斯排放工作，执行以下措施：

（一）排放地点：19#煤联络上山

（二）排放点施工单位及负责人：施工单位队长

（三）通风系统图

（四）供电系统图

（五）就地排放人员组织：

排放现场指挥：掘进一队当班干部及当班瓦检员

其他参加人员：施工队当班人员

（六）排放总指挥必须在现场指挥

（七）现场指挥员要根据现场情况进行合理分工，必须做到责任

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19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程

清、岗位明、不缺岗、不空岗。

（八）控制排放的方法

1.临时停风造成巷道瓦斯超限，首先在全负压通风风流处将风筒

掐开，然后检查风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度，只

有瓦斯浓度不超过0.5%时，才能送风，然后采取错口排放控制风量

进行排放。

2.由于风筒脱节造成瓦斯超限时一，在风筒脱节处采取控制风量错

口排放。

3.在排放瓦斯与全风压混合风流处须悬挂瓦斯探头和便携仪，同

时控制风量进行排放，确保进入混合风流处瓦斯浓度不超过0.5%。

（九）安全技术措施

1.排放前的准备

①首先组织瓦斯超限区域内的施工人员全部撤到+1133m平巷

新鲜风流中，19#煤联络上山及其回风流内全部停电，馈电开关打到

零位并闭锁。

②认真周密的侦察瓦斯积聚情况，机电设备、供电系统及巷道

支护情况。

③在排放瓦斯前，必须在通往19#煤联络上山的地点派专人把

设警戒，严防人员进入警戒区域。

2.排放中

①所有人员必须服从指挥。

②现场指挥员要抓住排放中的关键，严格控制风量，进行瓦斯

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排放工作。

③排放中要注意自身的安全，排放中密切注视支护情况，防止

冒顶片帮伤人。

④排放人员一律佩带ZH-45型压缩氧自救器。

3.排放后

①由当班机电工逐台检查设备开关，排除开关中可能积聚的瓦

斯。

②整理好风筒，使工作面正常通风。

③指定专人检查被排放巷道内（包括片帮、高冒）、电气设备附

近瓦斯浓度均不超过0.5%,二氧化碳浓度不超过1%,且稳定30分

钟后，由现场指挥员向地面总指挥汇报，地面总指挥汇报下达恢复送

电命令，按要求送电，排放结束后，调度室做好记录。

三、瓦斯报警处理程序

（一）当甲烷传感器达到0.6%时、必须立即停止施工，采取洒水

冲尘，加强通风等措施，待瓦斯浓度小于0.6%时方可开始施工。

（二）当甲烷传感器达到0.8%时一，必须立即切断电源，停止施工,

沿避灾路线撤离，并向调度室汇报。

第三节瓦斯防治措施

一、通风系统

1.工作面必须具有独立通风系统，并保证回风系统畅通无阻，与回

风系统相连的通风设施必须牢固可靠，同时设置警示牌指明巷道避

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灾路线方向。

2.工作面配备专职瓦检员，发现异常及时通知撤人、停电。

3.风机必须实现三专两闭锁，每班要进行倒台试验。

4.掘进一队安排专人维护风筒，保证工作面风量充足，风筒与工作

面距离不超过规定。

二、压风自救系统

1.巷道自回风口开始每隔50m设置一组压风自救袋，数量暂定为

5个，确保完好有风，迎头第一组压风自救袋数量为15个，且距迎

头的距离应保持在25-40m范围内，每组压风自救处必须接有独立

的水源，以备人员避难时使用。

2.掘进工作面压风自救管路直径不得小于2寸。

3.管路铺设要求牢固平直，接头严密不漏风，离地高度0.5m以上。

气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。

4.必须在巷道口处压风管路上设置气、水分离器，保证供风清洁,

防止自救袋喷头堵塞。

5.压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人

行道，其人行道宽度保持在0.8m以上。

6.自救袋的高度要适当，开关位置便于操作，其高度距巷道底板

1.2〜1.3m,便于现场人员自救应用。

7.巷道内每组压风自救处安设带阀门