3235甩道掘进作业规程

目录

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

第一节编制依据........................................................3

第二节巷道布置........................................................3

第二章地面相对位置及地质情况............................................4

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

第二节岩层赋存特征....................................................4

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

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

第三章巷道断面及支护....................................................5

第一节巷道断面........................................................5

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

第三节支护设计........................................................6

第四节支护工艺........................................................6

第五节轨道及道床......................................................8

第六节排水沟..........................................................9

第七节管线布置........................................................9

第四章施工工艺........................................................10

第一节施工方法........................................................10

第二节凿岩方式.......................................................11

第三节爆破作业.......................................................11

第四节装载与运输......................................................14

第五章生产系统.........................................................15

第一节掘进通风.......................................................15

第二节掘进压风........................................................17

第三节瓦斯防治........................................................18

第四节综合防尘........................................................18

第五节防灭火..........................................................19

第六节安全监控.......................................................20

第七节供电..........................................................21

第八节排水..........................................................23

第九节运输..........................................................23

第十节照明、通信和信号...............................................23

第六章劳动组织及主要技术经济指标.......................................24

第一节劳动组织.......................................................24

第二节循环作业.......................................................24

第三节主要技术经济指标.................................................25

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

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

第二节顶板..........................................................29

第三节爆破..........................................................29

第四节防治水.........................................................31

第五节机电..........................................................32

第六节运输..........................................................33

第七节其它..........................................................34

第八章灾害应急措施及避灾路线...........................................35

第一章概况

第一节编制依据

一、经过审批的设计

1.采区设计说明书名称为《323采区设计说明书》，批准时间为2009年4月。

2.施工设计名称为《3235甩道、3235回风石门施工设计图》，批准时间为2012年

1月。

二、地质说明书

地质说明书名称为《323采区地质说明书》，批准时间为2008年2月。

三、《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》及其它有关技术规范。

1.《煤矿安全规程》（2011年版）

2.《煤矿岗位技术操作规程》

四、经批准的生产接替计划

2012年生产接替计划，批准时间为2011年12月。

五、其它依据

原《广能集团绿水洞煤业公司生产精细化作业标准》

第二节巷道布置

一、巷道名称、位置及相邻关系

本作业规程掘进的巷道名称为《3235甩道、3235回风石门》。该巷道位于绿水洞井

田西翼323采区，沿煤层底板茅口灰岩内掘进。邻近巷道有323轨道上山（已形成）、

3231甩道、3232甩道和323回风材料上山（已形成）。

二、巷道用途

3235甩道、3235回风石门服务于3235风巷回风、行人、管道敷设等。

三、巷道所在层位及其巷道性质

该巷沿煤层底板茅口灰岩中掘进，该巷道为3235风巷回风巷道。

四、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间

1.3235甩道、3235回风石门设计长度约89m（包括3235风巷开后段12m）,3235

甩道开口段坡度为25°56'57"（负坡）,3235甩道落平至3235回风石门坡度为3%。（正

坡）；

2.工程量：此次施工巷道的工程量约为1153m工

3.服务年限：约为5年。

4.预计开工时间：2012年2月。

5.预计竣工时间：2012年4月

五、施工中的特殊技术要求以及需要重点说明的问题

1.3235甩道、3235回风石门正式水沟采用混凝土现浇注，混凝土强度等级不低于

C15o

2.施工期间，施工至揭煤时，必须另行制定专门的揭煤安全技术措施，确保安全顺

利揭煤，本作业规程不包括揭煤措施内容。

附图1—1—1：3235甩道、3235回风石门平面布置示意图及剖面图。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、该巷道地面位于打锣湾背斜+350水平以上，5692采空区以下，施工过程中

5692采空区压力对该巷有一定影响。地面标高+830〜+840m,相对高差+372m〜+450m。

二、施工巷道位于打罗湾背斜轴部以下，沿煤层底板茅口灰岩内掘进。根据地质

资料看，原5692工作面采空区有放水钻孔，无采空区积水影响。

井上、下对照关系见表1。

表1井上、下对照关系表

水平+350工程名称3232中部回风联络巷

采区323井下标高（m）+458+450m

地面的对应位置建筑物采区北部有通向灯盏窝林场的碎石公路，地面有农家住宅。

井下对应位置对掘进卷道的影响无影响掘进的因素

邻近采掘情况对掘进巷道的影响无影响。

第二节岩层赋存特征

一、岩层产状、厚度、结构、坚固性系数及岩性特征。

该巷道沿煤层底板的茅口灰岩内掘进。茅口灰岩坚固性系数f=8〜12,岩性特征见

表2。

表2岩层特征表

项H指标备注

岩层厚度（最小-最大/平均）/（m）100-150/125

岩层倾角（最小-最大）/（。）34-46

岩层硬度系数（f）8-12

岩层节理（发育程度）发育

地温/(℃)17

围岩类型I类附件1

附图2—1—2：岩层综合柱状图。

第三节地质构造

一、岩层走向35°或305°,倾向125°,倾角N34°〜N46°。

二、地质构造

根据地质部门提供的资料，本工作面地质构造简单，可能有裂隙、溶洞和陷落柱存

在。

三、普氏岩石分类

见附件2：普氏岩石分类表。

第四节水文地质

掘进区域主要水源、含水层情况、涌水形式、涌水量、补给关系以及影响程度。

根据地质说明书内阐述：该区域含水层有茅口灰岩，龙潭二、四段灰岩和长兴灰岩

三个含水层。由于该巷道在茅口灰岩内掘进，茅口灰岩在一般情况下无涌水，但是在遇

到灰岩裂隙、溶洞时，将有一定的涌水，预计涌水量约为5m/h,对巷道掘进将有一定

的影响。

第三章巷道断面及支护

第一节巷道断面

一、巷道断面形状

由于该巷道布置在煤层底板的茅口灰岩内，岩石较坚硬，采用三心拱裸巷不支护,

回风石门软岩段支护措施另行编制。

二、巷道断面设计

该巷道为+350水平3235甩道、3235回风石门，该巷服务时间长且布置在稳定的茅

口灰岩内，为三心拱断面。3235甩道断面设计：掘进宽度：3.3m,墙高1.9m,拱高1.1m,

其掘进断面积S枇=9.12(1?,S净=8.37n)2；3235回风石门断面设计：掘进宽度B=4.5m,

墙高113=1.7m,拱高h°=l.5m,其掘进断面积S担=12.95m>S=12m2o

附图3—1—3：3235甩道、3235回风石门施工断面图

三、巷道工程量、坡度、中、腰线设置、开口位置及方位等

本作业规程所施工的巷道中、腰线由地测科设置，该巷在323轨道上山导向点处

开口，开口后按设计方位110。o(r00"进行施工(具体由地测科根据施工设计负责定

点)。

四、碉室

1.在3235甩道与323轨道上山落平点施工…个信号洞室，为三心拱断面，其规格

为：宽X高X净深(2.lmX2.5mX2.5m)。

第二节矿压观测

3235甩道、3235回风石门在茅口灰岩中掘进，矿压显现不明显，不进行矿压观测。

第三节支护设计

一、巷道永久支护

1.3235甩道、3235回风石门在茅口灰岩中掘进段，正常情况为裸体不支护。

2.回风石门软岩段支护措施另行编制。

3.在3235甩道、3235回风石门的非人行侧布置电缆眼孔，眼孔距巷底垂高1.7m,

间距3.0m,深度不小于0.2m=

二、临时支护

3235甩道、3235回风石门在茅口灰岩中掘进段，正常情况为裸体不支护，破碎软

岩段采取锚网或锚网喷浆进行临时支护。

第四节支护工艺

一、正常情况下，该巷岩巷段为裸体不支护，全断面一次成巷，平时加强悬砰清找。

二、巷道工程质量控制

(~)工程质量标准及目标要求

以《矿井安全质量标准化标准及考核评级办法》和华荽山煤业股份公司安全质量标

准化细化考核办法作为质量检查的标准，同时，结合矿有关巷道施工质量要求的规定对

施工巷道质量进行严格检查，力争达优良品，杜绝不合格品

表3裸体巷道工程质量规定表

保检验项目质量情况评定情况

证1、基岩掘进施工应符合作业规程规定，爆破

项图表齐全，爆破参数选择合理。

目2、基岩掘进的临时支护必须符合作业规程的

规定。

检验项标准规定测点部位检查点检查记录等级优良率

目（设合格优良12

计值）

1、宽度主要巷道左上

有中线0—+1500—+100

基一般巷道中

-50—+1500—+200下

无中线-50—+2000—+200右上

本测全宽中

()下

2、高度主要巷道顶上

项

有腰线0—+1500—+100

一般巷道中

-30—+1500—+150下

目

无腰线-30—+2000—+200腰上

测全高中

()下

3、坡度il%o±0.5%0

允许检查项允许偏差测点检查点检查记录合格率等级

偏差目部位

项目周边眼260%

眼痕率

评定施工负责人：核定质量检查员：

等级检验人员：等级

（-）质量检查执行验收规定

1.施工期间班组严格按质量标准对施工的巷道进行自检、互检，认真作好班组自

检记录表。

2.矿质量检查验收小组人员对每旬施工的巷道实行质量检查验收，连队派人参与。

（三）特殊地质条件下的质量偏差

遇裂隙或溶洞等特殊地质条件时，质量偏差范围具体按所制定的技术措施规定执

行。

（四）质量达标保证措施

1.严格按地测科所放中、腰线施工，超、欠挖严格控制在规定范围内，控制好周

边眼的布置及装药量，确保巷道成形质量。

2.严格按质量标准化考核标准进行验收、考核。

3.严格按设计要求进行施工。

（五）单位工程质量保证措施

1.《3235甩道、3235回风石门施工设计图》。

2.施工队《质量管理办法》及日常班检、队检及质检原始资料。

（六）质量控制与管理措施

1.队上成立质量管理小组，队长任组长，书记、技术员任副组长，副队长、班长

及收尺员为成员，负责按施工巷道的工程质量标准化执行。

2.矿成立质量检查验收小组，承包组组长任质量验收小组组长，其他承包组人员

为成员，负责日常工程质量监督。

3.矿质检组按月统计验收情况，实行奖头罚尾。

第五节轨道及道床

一、轨型及道床参数

该巷道为+350m水平3235风巷进风、材料运输用途，斜坡采用绞车运输。根据《采

矿设计手册》内规定，选用22kg/m的钢轨。

道床采用工作面崩落的肝石，粒度10〜60mm,道床总高度320nlm,道磴高度180mm,

道硝至轨面高度140mm,上下车场采用矿统一加工的长1.2m钢筋混凝土轨枕，斜坡段采

用长1.2m的木轨枕，道床总宽度1.6mo轨枕埋入道硝内的深度不小于60mm。

轨道及道床参数见表4

表4轨道及道床参数

轨道轨道床道渣渣面至轨枕木道渣

型号距高度厚度面高度间距粒度

22kg/m600mm320mm180mm140mm800mm10〜60nlm

第六节排水沟

一、预测工作面最大涌水量

根据地质部门提供的资料，该工作面的预计最大涌水量为5m-/ho

二、选择排水方式及排水系统

该工作面采用自然排水法排水，涌水通过水沟自流323轨道上山水沟内，3235甩道

牛鼻子处卧底，保证流水自然流入轨道上山水沟内，再经过325运输大巷排至350北石

门水沟。

附图3—6—4：3235甩道、3235回风石门排水路线图

第七节管线布置

一、机车架线

不存在此项。

二、风、水管

风水管规格均为：2寸管子，布置在巷道掘进前进方向的右侧，距离巷道底板高度

0.3m,采用铁丝吊挂在巷道壁上并按机运科规定采用托架固定，吊挂间距每5m一处。

风、水管间必须有间隙，并不得相互缠绕，正式风、水管距掘进工作面距离不得大于30m。

为进行消防及防尘工作，水管每50m设置一个三通，并设置闸门。

三、瓦斯排放管

本巷道在茅口灰岩中掘进，在该巷掘进施工期间，暂不安设瓦斯排放管。

四、电缆、通讯、照明及监测线等敷设方式及电缆钩的固定

各种电缆（放炮母线除外）均沿巷道吊挂在巷道左侧。动力电缆吊挂在其它电缆的

下方，与其它电缆的间距不得小于100mm,动力电缆的吊挂高度为1.8m,电缆挂钩间距

不得大于2.0m。放炮母线布置在右侧，沿风筒吊挂。

五、风筒吊挂及出口到工作面的距离

风筒缝环必挂，平稳，并且挂直。风筒布置于巷道前进方向右侧，距底板高度不

小于1.6m,无漏风，岩巷段风筒出风口距磺头不得大于10m,煤巷段风筒出风口距债

头不得大于5m。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道开口施工方法

1.施工前地测科必须标定巷道中、腰线，施工单位严格按照所放中、腰线施工。

2.开口前，通维队应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒并保证通风，

施工队准备好各种备用工器具及材料。

二、炮掘施工方法

该巷道采用全断面一次成巷的施工方法。

1.采用钻爆法落岩，全断面一次起爆。

2.按地测科标定的中、腰线掘进。

3.肝石采用P-30B耙肝机装岩，It矿车运输，由323轨道上山25KW绞车下放至

323轨道上山下车场，然后经防爆机车串车运至350水平It肝仓。

4.交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须及时处理，确认安全后才允许

开工。然后进行打眼、装药、检查瓦斯（装药前、放炮前、放炮后）、爆破等工作。爆

破15分钟后，当工作面炮烟吹散，由班长、瓦检工由外向里依次检查顶板和瓦斯，由

爆破工检查残暴情况，确认无安全隐患后进行出肝，完成一个循环。

三、特殊情况下的施工方法

（―）嗣室的施工方法

本巷道的洞室采用全断面一次施工法。

（二）巷道弯道的施工方法

按照地测科设计的转弯大样图施工。

附4—1—5：3235甩道开口及转弯大样图。

第二节凿岩方式

一、炮掘施工方式

1.掘进爆破采用全断面一次起爆的作业方式。

2.钻爆作业中，按照爆破图表中的炮眼位置、数量及其它参数进行作业。现场实

际如有变化，可由班长、爆破工根据现场情况适当调整，以保证良好的爆破效果。

3.钻爆设备配备：7655型凿岩机、P-30B型耙砰机、KFC智能放炮器、MUF-12/8J

压风机。见表5o

表5设备配备表

If号机具名称型号it（罐）©J力瞧U备注

1鹊机76556胸

2跚机P-30B1畅

3项机SM-475A1畅

4智能放螭KFC3畅

4.工艺流程：检查安全及准备一延中、腰线一打眼一检查瓦斯一装药一检查瓦斯

一爆破一检查安全（瓦检员和班组长检查瓦斯及顶板、爆破员检查残爆等）一洒水防尘

一出砰。

附图4—2—6：3235甩道、3235回风石门设备布置示意图

附图4—2—7：3235甩道、3235回风石门运输系统示意图。

第三节爆破作业

一、爆破条件

（-）该巷主要在茅口灰岩掘进，岩石坚固性系数f=8〜12,较坚硬，采用楔形掏

槽方式；工作面-一般无瓦斯涌出；该巷道的掘进断面积为9.12ml炸药为煤矿许用乳化

炸药；雷管为8号金属壳毫秒延期电雷管，雷管必须编号，该工作面采用局部通风机压

入式通风方式。

（二）装药结构：采用正向装药结构。

（三）起爆方式：采用KFC智能放炮器全断面一次起爆，联线方式为串联。

（四）炮眼布置（巷道最长的断面计算）：

1.炮眼数目和装药量的确定：

根据下列公式可算出--次爆破所需的总炸药量：

Q=qXsXlXn

=2.64X12.95X1.3X0.85

=37.8(kg)

式中：q------单位炸药消耗量，kg/m：，,取2.64kg/m)

s——巷道掘进断面积,m2,12.95m2o

1——炮眼的平均深度，m,取1.3m。

lo-----循环进尺，1.1m。

n——炮眼的利用率，n=L/b取85虬

炮眼设计总数为：

N=qsmn/(ap)

=2.64X12.95X0.23X0.85/(0.6X0.2)

=56(个)

式中：N一炮眼个数，个。

；t

q------单位炸药消耗量，kg/m\取2.64kg/mo

s——巷道掘进断面积，m?,12.95m)

m——每个药卷长度，0.23m。

H——炮眼的利用率，n=ML取85%。

a——装药系数，一般取0.5〜0.7,取0.6。

P-----每个药卷的重量，kg,0.2kgo

2.炮眼布置：

掏槽眼采用楔形掏槽，三排槽眼对称布置于巷道中部，最下排槽眼距底板600mm,

槽眼排距0.6m,成对炮眼眼底距离为0.2m,槽眼深1.5m,与工作面夹角75°,则成对炮

眼眼口间距为1.6m,掏槽眼共布置3对6个，装药系数取0.6,则每眼装4条，合计4.8kg。

辅助眼间距确定为400〜600mm,方向基本上垂直于工作面，较均匀布置。辅助眼共

布置17个，装药系数取0.5,则每眼装3.5条，合计11.9kg。

周边眼按照光面爆破的要求，其眼口中心都布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，

眼底梢向轮廓线外偏斜，偏斜量为100〜150mm,顶眼为450mm,底眼及帮眼400mm。炮眼

密集系数值控制在0.8〜1.0之间。周边眼共布置31个，装药系数取0.5,则每眼装3.5

条，合计21.7kgo

水沟眼布置2个，装3.5条药，合计1.4kg。

设计总装药量=4.8+11.9+21.7+1.4=39.8(kg)。

设计雷管消耗56个。

爆破原始条件见表6。

表6爆破条件

单

爆破条件及指标数量名称单位数量

位

巷道掘进断面m212.95工作面瓦斯情况m'7min无

炮眼深度m72.8毫秒延期电雷管个56

煤矿许用乳化炸药

炮眼数目个56kg39.8

总装药量

围岩硬度系数8-12炮眼利用率%85

楔形掏

掏槽方式通风方式压入式

槽

炸药额定消耗量kg/m32.79

二、爆破说明表(附后)

爆破说明见表7。

单

炮眼名称单位数量名称数

位

每循环炸药消耗

炮眼利用率%85kg/m36.2

里

m/循

工作面循环进尺m1.1循环炮眼总长度72.8

环

每循环爆破实体个

优14.245岩体雷管消耗3.9

石ULj石-)—/m3

额定炸药消耗量kg/m：i2.79巷道雷管消耗量个/m50.9

三、爆破作业采取的措施

1.打眼前，必须由班组长、收尺员共同画好施工中、腰线，严格按照炮眼布置图和

爆破说明书进行打眼、装药、爆破。

2.必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，底板保持平整。

3.中线至任何一帮的距离偏差应在允许的范围之内。

四、爆破地点与警戒设置

1.在323轨道上山进风侧距磕头150m处得躲避胴室内，此点兼作拉炮点。警戒位置

设置在323轨道上山上车场距离爆破地点150m处。

2.放炮前人员搜索路线：由当班跟班队长或班组长安排专人从掘进工作面分两组人

员撤离，一组人员撤至323轨道上山下车场站岗点，另一组人员撤至323轨道上山上车

场站岗点，当全部人员撤到安全站岗点后，用井下电话联系，确认无人员后，方可下令

拉炮。

附图4—3—8：3235甩道、3235回风石门断面炮眼布置图。

附图4—3—9：3235甩道、3235回风石门放炮站岗示意图。

第四节装载与运输

一、设备配备

1.装运设备

P-30B型耙砰机。

2.运输设备

蓄电机车、和1T矿车运输。装运设备见表8。

表8装载运输设备表

序号设备名称型号数量（台）安装位置固定方式运输方式运输距离5）备注

1耙斗装岩机PB-3013232中部回风联名卡轨器固定耙装10—35

240kw绞车JD-401牵引300

二、运输方式及要求

1.采用耙肝机装肝，由323轨道上山25KW绞车下放至323轨道上山下车场，经防

爆机车串车运至350水平It肝仓。

2.运研过程中，遇到直径大于40cm的大块应打碎，耙斗机后面安设防尘水幕。

3.耙肝机采用4个卡轨器进行固定机身机身上安设三道防护栏，靠近卸肝槽附近的

防护栏采用封闭式，其它两组采用长护栏,，耙斗机身附近要安设一组照明灯。耙肝机距

离工作面的最大距离不得大于40m,最近不得小于10m。放炮后，等炮烟吹尽后方可进入

工作区域出肝。

第五章生产系统

第一节掘进通风

一、通风方式及供风距离

采用局部通风机压入式通风方式，所用风筒为柔性双抗风筒，单节长度10m,采用吊

挂方式进行敷设。通风距离约400m。

二、风量计算

（…）按通风稀释炮烟过程进行计算：

=260（m：i/min）

式中：Q棚一掘进工作面实际需要的风量，m7min

t一通风时间，15min

A一掘进工作面一•次爆破炸药消耗量，39.8kg

L一从工作面到炮烟被稀释到安全浓度的距离，L=150A/S,取L=352m

S一掘进工作面净断面积m?,S=12.9511?（最大断面时）

（二）按工作面最多人数计算：

Q制=4N

=4X15

=60（m:i/min）

式中：Q榭一掘进工作面实际需要的风量，m7min

（三）按局部通风机实际风量计算:

Q掘=Q同Ikf

=260X1X1.2

=292(m3/min)

式中：Q制一掘进工作面实际需要的风量，mVmin

Q局一拟选掘进局部通风机的额定风量，mVmin拟选22kw局部通风机取2401n7min

I一掘进工作面同时运转的通风机台数，1台

L一为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数1.2o

三、风量验算：

(-)按最低风速验算：

岩巷：Q岩》9S岩

=9X11.35

=102.15(m3/min)<292(mVmin)

式中：Qg-掘进工作面实际需要的风量，mVmin

S一掘进工作面净断面积m?,S=11.35m2(最大断面时)

(二)按最高风速验算：

Q<240s

=240X11.35

=2724(m7min)>292(m7min)

式中：Q—掘进工作面实际需要的风量，m7min

240—掘进巷道最高风速的换算系数

S一掘进工作面净断面积nAS=11.35m2(最大断面时)

(三)按掘进工作面温度和炸药量验算：

表10掘进工作面温度和炸药量对应风量

炸药量/kg<55-20>20

温度/℃6以下16-2223〜266以下16-2223〜266以下16〜2223〜26

需要风量(mVmin)4050605060806080100

按照以上验算，该掘进工作面风量为292m：'/min时，符合《煤矿安全规程》规定。

西、局部通风机选型及安装要求

(-)局扇选型：根据《煤矿安全规程》要求和上述计算，选择FBDTN05.6(2X11)

型轴流式22kW局部通风机供风，搭二级火，供风范围在240〜350m：7min,实际配风量

取292m'/min。

(-)安装要求：

1.局部通风机安设在323大巷内。通风瓦斯科可以根据现场情况确定实际调整安设

位置。

2.局部通风机必须使用“三专两闭锁”，安装要牢固可靠，风机离地面不小于300mm,

风筒必须搭接在局部通风机的限位槽里，用铁丝捆绑牢固，风筒间的连接要严密，风筒

要吊挂平直，逢环必挂，风筒出风口距工作面的距离不得大于10m。

3.局部通风机的配套通风设施及监测设施必须安装好。

4.工作面最小风量不得低于60mVmino该巷为岩石巷道,无瓦斯涌出，如遇裂隙瓦斯

涌出,通风瓦斯科根据实际情况进行配风。

附图5—1—10：3235甩道、3235回风石门通风系统示意图。

第二节掘进压风

一、掘进工作面风源

掘进工作面的压风风源由安设在井下的移动螺杆压风机，一趟2寸钢管向工作面机

械供风。

二、总耗风量计算

三台风锤最大需风量3X3.6=10.8(m3/min)

按两台风锤同时工作时，其用风量为10.80?/min.

三、压风设备的选型、压风系统的位置

1.压风设备的选型

通过计算和考虑管路损耗等原因，选用一台规格型号为MLJF-12/8J,产气量

12m7min,排气压力0.8MPa,电机功率为75Kw的螺杆式压风机。

2.压风系统的位置

压风机安装在325大巷内，风管接到工作面耙肝机后面。钢管距工作面的距离不超

过30m,每隔50m设三通，胶管紧跟工作面。

表11压风设备和用风设备

设备名称型号规格风压/(Pa)台数/台风量/(m^/min)

移动压风机MLJF-12/8J12m30.8MPa112

风动钻机765523.6

附图5—2—11：3235甩道、3235回风石门防尘系统示意图

附图5—2—12：3235甩道、3235回风石门压风系统示意图。

第三节瓦斯防治

・、瓦斯检查

瓦检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，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通

知当班工作人员。

二、瓦检员履职管理

1.瓦检员必须经过专门机构培训合格并取得操作资格证，持有效证件上岗。

2.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，瓦斯浓度超过L0知寸严禁作业。

3.瓦检员负责风筒的接续和修补保证风筒完好，逢环必挂，吊挂平、直，煤巷和

软岩段距工作面距离不得超过5m,灰岩段不得超过10m。

4.瓦检员负责工作面甲烷传感器移设。

5.加强局部通风机的管理。

6.当瓦斯浓度超限时，瓦检员有权责令现场工作人员停止作业，沿避灾路线撤到

安全地点，并及时向矿调度室和信息站汇报。

第四节综合防尘

一、防尘系统

(-)防尘系统布置及水源、水量和水压

1.防尘系统布置

840蓄水池-*1.6轨道上山f321大巷一350北石门f323轨道上山一3235甩道、3235

回风石门

2.水源、水量和水压

水源：840蓄水池水量：40m3/h水压：3.IMPa

3.防尘设施个数及位置

(1)在供水管路的三通处接软管不定期冲洗巷帮。

(2)耙斗机后安设一组爆破自动喷雾装置。

4.综合防尘措施

(1)施工队水管每隔50m设置一个三通。

(2)通维队安设移动自动化防尘水幕，施工队负责移动。

(3)坚持湿式打眼，严禁打干眼。

(4)放炮时必须使用自动喷雾洒水装置净化风流，使用好黄泥、水炮泥，并按规

定装填好。

(5)个人戴好防尘口罩。

(6)粉尘防治必须严格执行《煤矿安全规程》152〜155条的规定。

第五节防灭火

一、相邻采区、煤层及巷道发火情况

该巷道及相邻采区无自燃发火情况，本巷道为岩巷，不存在自燃发火情况。

二、防灭火系统

840蓄水池f323大巷一325大巷一323轨道上山f3235甩道、3235回风石门

三、防灭火措施

1.凡井下使用的机电设备，机运科、机电、运输、采掘各队必须设专人按规定进

行防爆性能检查(机运科每周对井下所有电气设备检查一次)，发现问题立即处理。

2.机电防爆设备入井验收及现场各种设备检查和电气试验工作，由机运科科长直

接领导，入井设备必须进行检查并标贴合格证。坚持用好检漏继电器、综合保护器和风

电闭锁装置，并进行定期试验。

3.严格执行入井、出井检身制度，任何人不得携带烟草及点火物品和穿化纤衣服

入井。

第六节安全监控

一、甲烷传感器的配备和使用

该掘进工作面采用重庆煤科院的KG97101A型甲烷传感器，通过350西总风临时变

电所的KJ90-F8监控分站与矿井KJ90NB安全监控系统相连。根据华荽山煤业股份有限

公司相关规定在工作面及其回风流中设置甲烷传感器。局部通风机要安设设备开停传感

器。甲烷传感器】安装在距工作面W10m范围，放炮和出砰时移至耙肝机后面5m范围

进行保护。T2距回风汇合点10〜15m,其具体位置在巷道上方，垂直悬挂，距顶不大于

300mm,距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板完好，无淋水。不得悬挂在风筒出口和

风筒漏风处。分站的供电电源取至风电闭锁开关的电源侧，严禁接在风电闭锁开关的负

荷侧。每班由瓦斯检查员负责传感器「的移动，移动时应避免摔打碰撞。使用连队负责

监测电缆的整齐悬挂，监测工负责监测电缆的添加，以及每7天用遥的标气对甲烷传感

器进行调试和甲烷超限断电闭锁功能测试。

按照《煤矿安全规程》规定，该工作面的甲烷传感器的报警浓度如下。

表12甲烷传感器的报警浓度

甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围

掘进巷道内全部非本质

耙研机后15m处^0.8%CH^1.3%CHC0.8%CH

444安全型电气设备

掘进巷道内全部非本质

距汇风点10~15m处^0.8%CH^0.8%CH<0.8%CH

444安全型电气设备

二、便携式甲烷报警仪的配备和使用

根据《煤矿安全规程》第一百四十九条规定，下列人员必须配备便携式甲烷报警仪:

1.矿长、矿技术负责人、通风区队长；

2.爆破工下井担任爆破工作时；

3.队长、工程技术人员下井时；

4.流动电钳工下井担负机电维修工作时，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气

体浓度，仪器报警时不得检修;

5.瓦斯检查工必须携带便携式甲烷报警仪和光学甲烷检测仪；

6.安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。

附图5-3—13：3235甩道、3235回风石门安全监测系统示意图。

第七节供电

一、供电方式、电压等级

(一)供电方式

供电方式为深井供电方式，即地面35kv变电所变压为6kv入井进入528中央变电

所，然后进入350中央变电所变电所f323临时变电所f325临时变电所，最后到该工

作面的用电设备。

(二)电压等级

本工作面掘进时所用的电压等级有660V、127V两种。压风机、耙砰机采用660V电

压供电；照明及信号采用127V供电。

二、电力负荷和电缆选择及防爆设备的选型

(-)电力负荷及电缆选择

该工作面使用设备及负荷详见表13。电缆选用矿用阻燃电缆，按长时允许载流选择

电缆截面为70mm%

表13供电设备和使用设备

序数量/额定功率额定电额定电

使用地点设备名称设备型号用途备注

号台/kW压/V流/A

13232中部车场及进风有门耙斗机PB-30130KW660V36A装装

23232中部车场及进风石门压风机SM475175KW660V85A供风

33232中部车场及进风石门25KwJD-25125Kw660v48A提升

43232中部车场及进风石门40KwJD—40140K\v660v48A提升

(-)变压器选型

供电的电压等级为660V的设备所需变压器选择:

ZP,

S'=KK

COS(pPj]

0.5--(™)

0.6v'

141.7(KE4)

Spe=75+30+25+40=170（kw）

因此，工作面变压器选用KBSGZY-630/6/660v供电。

三、电气保护整定计算及保护系统的校验

（一）KBZ-400A开关短路整定计算（电源开关）

IZ=6XI1+SI

=6X85+36

=546A取整定值Iz=600A

IZ—短路电流整定值。

H一额定电流最大的1台设备的额定电流。

£1一除额定电流最大的1台设备的额定电流外，所有额定电流之和。

（二）BGP92—6AK风电闭锁开关的过流计算

IZt=I3Xl.15

=（75+30+40+25）XI.15

=195.5A取Izt=196A

IZt一通过风电闭锁开关的总电流。

13一工作面所有设备的功率。

（三）使用设备最远点二相短路电流计算

根据电缆长度和电缆截面，经计算得

*'=1620A

（四）继电保护系统校验

I\.--------------------

600

=2.721.5

根据计算知电气保护整定值能够满足继电保护装置的要求。

附图5—4—14：3235甩道、3235回风石门供电系统图

第八节排水

一、工作面最大涌水量

根据地质部门提供的资料，该工作面掘进期间的最大涌水量预计为5m7ho

二、排水方式

该巷道采用自然排水323轨道上山一325大巷~350北石门水沟内。

三、排水系统

排水系统：3235甩道、3235回风石门碳头一323轨道上山一325大巷f350北石门

水沟。（自然排水法）

第九节运输

一、运输系统

1.材料、设备运输系统

528地面f+1.6m轨道上山f350北石门f325大巷f323轨道上山一3235甩道、3235

回风石门

2.肝石运输系统

3235甩道、3235回风石门横头一323轨道上山一325大巷一323大巷一350排肝斜

井

二、装载与运输方式

砰石采用P-30B耙砰机装岩，1T矿车运输，由323轨道上山25KW绞车下放至323

轨道上山下车场，然后进入325大巷，经防爆机车串车运至350水平It砰仓。

三、装载与运输设备

P-30B型耙研机、防爆机车、40Kw绞车、25kw绞车、1T矿车。

第十节照明、通信和信号

一、防爆电话一台，安设于工作面附近，有利于一班三汇报及磺头发生任何情况及

时向队值班室和矿调度室汇报。

二、本施工上下车场安装信号装置，待掘进一定长度后再安装。

附图5—10—15：3235甩道、3235回风石门通信示意图

第六章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

严格