西大巷掘进作业规程

新发煤矿掘进工作面作业规程

关岭自治县新发煤矿

掘进工作面作业规程

编号：掘2011一一01号

工程名称：西M2煤层运输巷

编制人：

施工负责人：

矿长：

法定代理人：

批准日期：

执行日期：

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进工作面名称为西M2煤层运输巷

二、巷道掘进的目的和用途

本运输巷为矿井+1295水平西M2运输巷，沿M2煤层布置；

为满足矿井西翼M2煤层采面运输、进风、行人、运送设备材

料、排水、避灾、布设管线要求。

三、设计长度及服务年限

设计长度为600m,服务年限为1年。

四、预计开、竣工时间

本掘进工作面计划2011年10月开工，预计2012年10月

竣工。

第二节编制依据

一、《安全设施设计（变更）》，（黔煤安监盘字[2011]46

号）

二、《开采方案设计（变更）说明书》，（省能源局备案文

号：第820号）；

三、《煤矿安全规程》，（2011年版）；

四、《新发煤矿生产地质报告》，（贵州煤矿地质工程咨询

与地质环境监测中心，2008年10月）;

五、《新发煤矿水文地质报告》，（贵州煤矿地质工程咨询

与地质环境监测中心，2008年10月）;

六、《矿井瓦斯等级鉴定报告》批文，（黔能源发[2009]

269号）;

七、《突出危险性鉴定报告》批文，（黔能源发[2010]401

号）

八、《煤尘爆炸性鉴定报告》，（贵州省煤田地质局实验室,

2005.11.22）;

九、《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，（贵州省煤田地质局

实验室，2005.11.22）;

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

井上、下对照关系表

水平一水平工程名称西翼运输大巷

地面标高1356-1405井下标高1295m

地面相对位该巷道位于靛缸村以西，地面有靛缸村及部分农田，顶云至包包

置及建筑物公路从对应相对北通过，北翼煤层露头小煤线较多，村庄以西山

沟估计有小断层。

井下相对位该相对位于矿井西翼，往矿井西掘进；上一煤层已部分采动，本

置及四邻采煤层+1350标高以上可能被老窑采动过。

掘情况

邻近采掘情上一煤层的采空区及上部老窑可能对巷道掘进带来一定影响。

况对掘进巷

道的影响

第二节煤层赋存特征

一、煤层特征

井田范围内含可采煤层4层，其中1层为局部可采。

Mz煤层：位于龙潭组中部，上距此煤层约25m,含0.1〜

0.4m厚夹阡，层位及厚度较稳定，倾角24°~33°,平均

28°,煤层厚度1.10m〜1.51%平均厚度1.43m。煤层构造

较简单。

M3煤层：位于龙潭组中部，上距煤层约14m,层位及厚

度较稳定，倾角24。~33°,平均28°,煤层厚度1.40m〜

1.50m,平均厚度1.45叽煤层构造较简单。

M,煤层：位于龙潭组中部，上距M3煤层约30m,层位及厚

度较稳定，倾角24。~33°,平均28°,煤层厚度1.20m〜

2.20m,平均厚度2.0叽煤层构造较简单。

Mi煤层：位于龙潭组中部，上距长兴组灰岩底界170m~

200nb无夹阡，倾角24。〜33。，平均28。，煤层厚度0.68m〜

1.15m,平均厚度1.0m。煤层构造较简单。属局部可采。

二、煤层特征表

稳

煤

煤层煤厚(m)层间距层顶底板特性倾角容重

结

构

定

最

编号小~(m)底(°)(t/m3)

顶性

最

大

平

均

Ml0.7~简单砂质粉砂较281.5

1.125泥岩泥岩稳

1.00定

M21.1简单粉砂砂岩较281.5

泥

或

LU

1.514石稳

岩

1.43定

砂

山较

M31.4~简单粉砂石281.5

稳

或

山泥

1.530石

定

岩

1.45

岩较

M41.2简单粉砂砂281.5

泥

稳

山或

2.2石

定

岩

2.0

三、煤层顶底板岩性特征

Mi煤层：顶板为泥岩、粉砂岩；底板为泥岩、粉砂质泥岩,

稳定性差。

M2煤层：顶板为泥岩、粉砂岩，节理较发育；底板为泥岩、

粉砂质泥岩，稳定性差。

Ms煤层：顶板为泥岩、粉砂岩，节理较发育；底板为泥岩、

粉砂质泥岩，稳定性差。

M,煤层：顶板为泥岩、粉砂岩，节理较发育；底板为泥岩、

稳定性差。

第三节地质构造

一、地层

矿区出露地层由老到新依次为：二叠系上统龙潭组（P31）、

长兴组（PsC）,三叠系下统飞仙关组（Tf）、飞仙关组二段

1

（Tf）、永宁镇组（Lyn）o

二、构造

矿区位于扬子准地台区滇黔桂台向斜黔西南台凹三丈水

背斜南东翼。

区内地层主要呈近东〜西走向，倾向南〜南东，平均倾角

28。，资料提供矿区内未发现较大断层。从现已揭露的地层

看，皱曲、小断层较多，尤其是东翼。

第四节水文地质

本矿区大部分位于最低侵蚀基准面以下，井下直接充水水

源主要有龙潭组裂隙水、断层水、老窑采空区积水和地表冲

沟水，充水因素分述如下：

一、龙潭组裂隙水流量小，对矿井威胁不大；断层水是导

水通道和集水廊道，突发性强，水量大，易造成淹井事故，

要特别注意预防。

二、地表冲沟水的危害主要表现在地下坑道距离地表较浅

时，地表冲沟水渗入冒落带裂隙流入井下，要特别注意地表

塌陷地点和陷落柱地点，防止造成淹井事故。

三、老窑积水是本矿主要水患，据《安全专篇》分析，在

+1284m标高以上，各煤层均有不同程度的采空，采空区内有

不同程度积水，特别在北翼煤层露头一线老窑较多，有些老

窑开采时间较长，也可能较深，积水量无法估算，从现场看

还有水从老窑流出。因此，必须做到“有掘必探，先探后掘”。

四、矿井涌水量：受降雨量控制，雨季最大流量约20m3/h,

3

正常涌水量约8m/ho

第五节瓦斯、煤尘及突出危险性

一、瓦斯：根据安顺市2009年度煤矿瓦斯等级鉴定汇总表,

新发煤矿属高瓦斯煤矿，煤层自燃倾向性为I级，煤尘有爆

炸危险性。

二、突出危险性：根据中国矿业大学矿山开采与安全教育重

点实验室2010年6月27日鉴定结果，新发煤矿M2煤层在

+1293m标高以上无突出危险性。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

西运输大巷沿煤层向西掘进，巷道全长约780m,方位角

约266。，掘至距井田边界25nl处停止。

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测

自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试

验，以检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中

备查。抽检指标为：顶锚杆锚固力不得低于60KN。发现不合

格锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。

二、巷道表面位移观测

施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头

掘进lOni后设一组检测断面，两组检测断面之间的距离为

30m,每组检测断面设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线

处各设一个。每24小时检测一次，并将检测结果记入专用

记录本中备查。每个检测点自设立之日起，连续检测时间不

少于7d,之后按每7d检测一次再检测一个月。

三、支护质量动态检测

验收员用MLK型锚杆拉力计检测锚杆锚固力和扭矩，监测

结果达不到设计要求的必须当班补打安装，并将检测结果记

录备查。

四、观测需用仪器仪表：LBY型顶板离层仪，MLK型锚杆拉

力计，扭矩扳手，钢卷尺。

五、数据处理：通过观测对数据进行分析，把结果应用到设计

和施工中去，为修改设计、补充措施、指导施工提供依据。

第三节支护设计

一、巷道断面

根据煤层顶板岩性及煤层厚度，巷道断面设计为斜顶四边

形，《安全专篇》设计该巷道净断面积为5.14m2,巷道净高

不低于2.0mo本次设计巷道底宽2650mm,下帮高1410mm,

上帮高2810mm,巷道中心线高2110mm,巷道顶斜长3002mm。

巷道净断面积5.3nA掘进断面积5.巷道断面尺寸图：

二、支护方式

㈠、临时支护

因煤层顶板岩性较好，在放炮后、永久支护前先采用顶柱

带帽做临时支护，顶柱打设位子与巷道中心线位子；顶柱为

直径14cm的新圆木，帽的尺寸为长x宽x厚=5Ocmx18cmx

10cmo顶柱打设必须迎山、牢固。

㈡、永久支护

巷道永久支护采用锚网支护，锚杆采用等强度螺纹钢锚

杆，直径20mm，长度1800mm。锚杆间、排距为1000mmx800mmo

每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于

700mm,锚固剂型号为MSK2335。网为中2mm的钢丝网，网

的规格为长3000mm，宽1500mm，网格度为100mmx100mm,

网要压茬连接，压茬长度为100mm,并做到用细丝三花连接,

且连接牢实。锚杆尾部加装15mmx15mmx5mm的铁托板，用

双螺母拧紧，使之达到设计锚固力。

㈢、支护参数计算

按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度计算：

L=KxH+L.+L2

式中：

L—锚杆长度，m;

H一冒落拱高度，m;

K—安全系数，一般取2;

Li—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4叫

L2一锚杆外露长度，一般取0.1叽

其中：H=£=迪=0.5m

2xf2x3

B一巷道掘进跨度，mf—普氏岩石坚固性系数，取3;

则:L=2X0.5+0.4+0.1=1.50m

施工时取L=L8mo

2、锚杆直径的确定：

根据材料力学计算锚杆直径为：

D=l4.4x/?xlO3

V3.14xjh

式中：D—锚杆直径，mm

P一锚杆截面载荷，取95kg。

Jb一螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa(41.8kg)

则：D=—xi03=i7.6mm

V3.14x41.8

施工时取D=18mm。

3、锚杆间、排距计算：

a=JQ

\KxHxy

a—锚杆间、排距，叫

Q-锚杆设计锚固力,Q=18.5f-12=43.5KNO

Y一被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m1

则：a=J一处—=1.38m

V2x0.5x22.54

因顶板节理较发育，施工时取a=800mni,间、排距选择合理。

4、锚杆支护密度校核验算：

⑴、沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.7m的支护断面进行

验算，锚杆支护密度为1000mmx800nl%则该范围内有3排

共计12根锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN）,因此总锚

固力为：F总=12x43.5/9.8=53.27t.

⑵、该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩

或粉砂岩，选取最大密度为2.3g/cm3）为：G围=2.7x3.1

x2x2.3=38.51o

⑶、尸总＞6围，故所选支护密度适合。

通过以上计算，选用直径18mm、长度为1800mm的等强度

螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为1000mmx800nini能满足支护

要求。

第四节支护工艺

一、锚网支护

（一）支护材料

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为18mli1、

长度为1800mm,锚杆间、排距为1000mm♦800mm。每根锚杆

均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm。锚杆

必须出扣，外露长度450训。托盘为正方形，规格为150mm

x150mm,用5mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm,

每卷长度为350mm,型号为MSK2335.锚杆均使用配套标准

螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手

感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、

弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯短注

入的现象。

2、锚网为直径2mm的方形网，网的规格为长3000mm,宽

1500n叫网格度为100mmx100mm,网要压茬连接，压茬长度

为100mm,并做到每道必连且连接牢实。

（二）锚杆安装工艺：

1、打锚杆眼：

打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设

计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外往里的顺序

检查顶帮，找掉悬阡危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位

置要准确，眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于

15°o锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。打眼

及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。

2、安装锚杆：

安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫

时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。然后铺

网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不

要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固

质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆

钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋

转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为

25〜40s,直至锚杆达到设计深度。再等3min左右，开动锚

杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚

杆钻机。锚杆锚固力不低于60KN。15min后可进行锚杆拉拔

力测试。

3、质量要求：

锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道

轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75。。锚杆必须

横成排、纵成线。锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽

拧紧，严禁松动。锚网支护应紧跟迎头。

（三）、巷道工程质量标准

项目设计尺寸质量标准检测部位

净宽2650mm0-+150中线至左帮

中线至右帮

净高2000mm0-+150巷中

坡度3%o3%o-5%o

锚杆间距800mm±100中~中

锚杆排距1000mm±100中〜中

锚杆孔深1850mm+50

锚杆外露长度<5015〜50

锚固力60KN/根+5KN

托盘与壁面紧贴壁面

锚杆角度>75°与岩面夹角尺量

金属网邦接牢固压茬连接

工业卫生巷道内无积水、杂物，材料、工具码放整齐。

二、支护工艺要求

1、锚杆尾留在巷道顶部最大长度不得大于15cm,排距

1.0m,间距0.8m,两边锚杆分别距上、下帮0.5m;如下图

所示：

2、上帮也必须打锚杆牢固挂网，网与网之间必须压茬

100mm。

3、顶部锚杆眼尽量与顶板面垂直。

三、施工顺序：安全检查____＞敲帮问顶____＞临时支护

____＞出煤（讦）____＞打锚杆眼____捱网

锚杆____＞工程质量检查。

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、采用人工打眼爆破，人工装渣运输，煤车推至主斜井

煤仓，由皮带机运至地面，阡石车推至副斜井车场，由提升

绞车运至地面。

2、全断面分次爆破，一次成巷；

3、用煤电钻打煤层眼，凿岩机打岩石眼，先放煤炮，后

放岩石炮，分装分运。

第二节爆破及凿岩方式

本规程所施工的巷道均采用钻爆法破落煤岩。

1、钻眼机具:采用MZ-1.2煤电钻，YDX—40型岩石电钻,

ZK-100型锚杆钻机，动力源来自液压泵站。

2、装载、运输：采用It矿车人力装煤（岩），机车牵引

运输。

3、降尘方法：打眼前先洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆

破前后及出货过程中洒水，爆破时使用水雾。

第三节爆破作业

掏槽方式为双斜眼掏槽法。

1、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用

安全毫秒段延期电雷管，延期时间为100毫秒，每段间隔延

期时间为25毫秒。

2、装药结构：正向装药结构。

3、起爆及联线方式：使用MFB-100型发爆器起爆，/6mm

两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用二次打眼、三次装

药、三次起爆的起爆方式；联线方式为串联。

4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内（岩200nlm，煤300mm）

眼距误差不超过50nlln。周边煤眼深1.50m,装药量为煤3节

药卷，周边岩眼深1.50m,装药量煤4节，辅助眼、底眼眼

深1.50m,装药量为4节药卷。掏槽眼（煤）深1.50m,装

药量为4节药卷。每节药卷重量为200g/卷，每眼只准使用

一个电雷管。实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质

条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。

5、炮眼布置示意图

6、装药结构图

/

「泥地泥水地泥n(

黄泥枪泥水里呢

7、爆破说明书

炮

炮眼名称单眼角度(°)装药单眼装眼封泥长起

度

卜长

深度量药看度(m)爆

水平角竖直角(Kg)个Kg(m)顺

(°)(°)序

掏槽眼1、1.7m1801.640.83.40.61

2

周边眼3、1.5m1206.330.610.50.52

6、7、8、

9、10、11

周边眼151.5m000.840.81.50.53

辅助眼4、1.5m002.440.84.50.52

5、16

底眼12、1.5m0152.440.84.50.63

13、14

每循环耗13.5kg

药量

每循环进1.5m

尺

每循环炮34.4m

眼长度

(m)

人工工效0.3m/人•工

循环雷管16个/循环

消耗

第四节装载与运输

一、装载

放炮落煤（岩），人工装车。

二、运输

使用It矿车装煤（岩），机车牵引运输机出货。

第五节管线敷设

水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风筒、放炮

母线布置在巷道非人行道一侧。监测线固定在腰线上o.8m

处，电缆固定在腰线上0.6m处，用5格塑料吊挂钩吊挂，

直线段每隔3m一吊挂，拐弯处每2m吊挂；电缆垂度不超

过50mm。水管固定在腰线下0.2m处，接头严密，不得出

现“跑、冒、漏、滴”现象。风、水管距迎头20m范围内

使用一寸胶管。并随迎头的推进及时延长。风筒吊挂在腰线

±0.3m,风筒出口距迎头不的超过5m。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备表

单

序设备名称设备型号主要技术指标数量

位,

号使备合

计

用用

01局扇FBD-NOO.5/2x电压380/660112

7.5Q=160/315m7min

02煤电钻MZ—1.2电压380/660台112

N=l.2Kw

03岩石电钻YDX—40电压380/660112

N=2Kw

04探水钻TXU—150电压380/660台112

N=4Kw

05锚杆钻机KZ—100112

06锚杆拉力MSL—200台112

计

07张拉千斤MS15—180个112

顶

08风筒500米780100880

09耙子把61016

10铁措箕小61016

第五章生产系统

第一节通风

一、掘进工作面需要风量计算：

1、按绝对瓦斯涌出量计算：

根据地质资料分析，预计掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为

0.98m7rnin,按规定瓦斯浓度不超过0.98%计算掘进工作面

需要风量为：

Q掘=100xQxK+0.8

=100x0.98x1.8-0.8

=220.5(m'Vmin)

式中：

Q一--掘进工作面预计掘进期间的瓦斯绝对涌出量.

K-------瓦斯涌出不均衡系数，取1.8(安全专篇提供)

2、按掘进工作面同时作业人数计算：

根据工作面劳动组织配备情况，掘进工作面每个小班作业

人数为12人，按交接班2班人数计算，掘进工作面同时作

业人数最多为24人。

根据公式：Q掘＞4XN

式中：

N—掘进工作面最多同时作业人数，小班出勤人数一般为12

人，按交接班最多人数为24人计算，

则：Q掘＞4x24

Q掘〉96(m7min)

3、按一次爆破最大炸药消耗量计算

Q=25xA

=25x8.7=217.5m3/min

4、按风速进行验算：

根据公式:掘进最低需要风量：

Q掘＞15xS(m7min)

式中：

Q掘一掘进工作面需要风量，(mVmin)

S掘一一掘进工作面的断面积，5.6m2

则：

Q掘〉15x5.6=84(m’/min)

掘进最高需要风量：

Q掘＜240xS掘(m3/min)

式中：

Q掘一掘进工作面需要风量；(mVmin)

S掘一一掘进工作面的断面积，5.6m2

则：

Q掘<240x5.6=1334(m7/in)

经过验算：掘进工作面需要风量取最大值为250m7min,符

合15xS〈Q掘<240xS要求。

二、根据掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风

量：

1、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为

600米，按漏风率不超过10%计算：Qs=Q%xp+Lxp,分别

计算出JBT—52、JBT—62、FBD-NOO.5/2x7.5三种型号局

部通风机的漏风风量和实际供风量：

型号JBT—52JBT—62FBD-NoO.5/2备注

x7.5

功率11Kw28Kw15Kw

吸入风量200m3/min250m3/min315m3/min

漏风风量30m3/min35m3/min40m3/min

供风风量170m3/min215m3/min275m3/min

3、风速验算及风机选型：

通过上述计算，选择型号为FBD-NoO.5/2x7.5型，吸入

风量为315m7min的局扇进行风速验算：

V=Q实.(S净x60)

=275+(5.3x60)

=0.84m/s

式中：s净一掘进巷道净断面积，为5.31112

验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，

符合《安全规程》要求。因此，掘进期间选用两台FBD-NoO.5/2

x7.5型，吸入风量为315m7min的局扇对掘进工作面进行

供风即可满足要求。掘进期间，两台风机均搭专用电，一台

运转供风，一台备用。

二、局部通风机安装地点和通风系统

掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机

安设在集中运输岩巷距开口10m处的新鲜风流中。掘进期间

若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系统发生变

化时，通风工必须根据现场实际情况及时进行风量调节或调

整局部通风机安设位置并编写补充措施，确保局部通风机供

风满足生产需要。

通风系统：主井（副井）一井底车场一集中运输大巷一局

部通风机T风筒T掘进迎头T回风巷T总回T地面。

通风系统示意图见附图

第二节压风

该掘进工作面无风动工具，钻眼工具为煤电钻及岩石电

钻。地面压风仅供避难碉室使用。供风路线为：地面压风机

房T斜风井T西大巷一M2石门一M2运输巷避难嗣室。

第三节运输

工作面人工装车，It矿车装载，人力推车与机车牵引配合。

空车：由机车从井底车场沿西大巷牵引至大巷与M2石门交叉

口附近存车场T人力推车至工作面。

煤车：工作面人力推车至西运输大巷与M2石门交叉口存车

场T机车牵引至井底车场煤仓上口T卸入煤仓T皮带机T

地面煤场。

装阡车：工作面人力推车至西运输大巷与M2石门交叉口存

车场一机车牵引至副斜井井底一由提升绞车提至地面行石

场。

材料车：由机车从井底车场沿西大巷牵引至大巷与M2石门

交叉口附近存车场T人力推车至工作面。

第四节供电

一、供电系统：

1、风机电源取自地面变电所2#专用变压器，动力电源取

自地面变电所1#变压器。实行风电闭锁。

2、供电线路：

风机专用线：2#专用变压器一井底车场一集中运输大巷总

开关T工作面风机。

动力专用线：地面变电所一集中运输大巷一运输巷T掘进

迎头。

二、电器整定

⑴、风机变压器选择：

Sb=(SPeixx)/COS/dj

=(15+15+28+28)xo.4/0.6

=112KVA

..T80KVA>112KVA和315KVA>112KVA

「•选择双风机变压器一台为KSJ1-180/6,另一台为

KBSG-200/6o满足要求。

⑵、动力变压器的选择

Sb=(SPei.KX)/COS/dj

=[132+90+1.5+18.5+40+40+40+40+1.5+18.5+1.5]x

0.4/0.6

=283KVA

•/320KVA>283KVA

.•・选择KSJ2-320/6变压器满足要求。

⑶、干线的选择:

风机干线的选择：

Ig=(1000.SPei.KX)/(1.732.Ue.COS/dj)

=(1000x0.4x84)/(1.732x690x0.6)

=46.8A

••T38A>46.8A

「•选择电缆MY-0.38/0.663义35+1x10满足要求。

⑷动力干线的选择：

Ig=(1000.XPei.KX)/(1.732.Ue.COS/d)

=(1000x(40+40+40+40+18.5+1.5)xo.4)/(1.732x690

x0.6)

=101A

•/138A>101A

.•・选择电缆MY-0.38/0.663x35+1x10满足要求。

⑸过电流继电器整定计算：

风机组过电流继电器整定计算：

IZd>Ist+IN=1.15x(28x6)+[(28+28+28)x1.15)

=257.6A

/.IZd=300A

动力组过电流继电器整定计算：

IZd>Ist+IN=1.15x(40x6)+[(40+40+40+18.5+1.5)x

1.15]

=437A

/.IZd=500A

⑹开关灵敏度的校验：

采用数表法计算线路最远点两相短路电流。

风机开关灵敏度的校验：

其实际长度为750m,查表得换算长度为1028m,查表得1(2)

dl=455Ao

/.Kr=I(2)dl/IZdl=455/300=l.52>1.5满足要求。

动力开关灵敏度的校验：

其实际长度为600m,得换算长度为879m,得I(2)d2=1065A。

/.Kr=I(2)d2/IZdl=1065/500=2.13>1.5满足要求。

⑺图中未注明电缆型号按MY-O.66/0.38橡胶电缆选取。

供电系统示意图见附图

第五节排水

掘进工作面水源主要是顶板裂隙水，水量小，对工作面无

影响，采用水沟排放至井底水仓。

第六节瓦斯抽排

沿巷道掘进方向在巷道两边每隔20m交错布置瓦斯抽放钻

场，进行条带式抽放瓦斯，做到先抽后掘。

第七节综合防尘

1、利用地面水池通过供水管路对掘进工作面进行供水防

尘，供水路线为：地面水池-主斜井-井底车场-西大巷一

M2石门TM2运输巷T掘进工作面迎头。

2、运输巷开门掘进30m后，通风工必须按规定安装一组

净化水幕，距迎头不大于30mo掘进50nl后安装第二组净化

水幕，距迎头不得大于30%并随掘进进度而逐渐向前移动。

炮前由瓦检员打开喷雾降尘，炮后关闭，喷雾必须全断面封

闭巷道。

3、施工单位铺接的防尘水管必须紧跟迎头，且每隔50m

分出一个三通阀门，迎头30m每次放炮前后及出煤过程中由

施工单位负责洒水降尘，30m以外，由防尘工每天负责冲洗,

杜绝粉尘堆积和飞扬。

4、通风工及施工单位必须每班按各自分管范围，对防尘

系统及设施进行全面检查维护，确保供水正常。

5、防尘管路必须每隔2m一吊挂，并确保平直，符合质量

要求。

6、掘进期间，通风工必须设计根据该处巷道断面（每平

方断面200升水）安装一组隔爆水袋。待掘进能安装隔爆水

袋后，及时将该组水袋进行安装。

7、掘进期间，防尘工必须每天对隔爆水袋进行认真检查

维护，发现水袋水量不足或漏水时，必须及时加水、更换，

确保水袋齐全、完好。

8、掘进期间，通风工必须根据施工单位掘进进度逐渐将

水袋向前移动，保证隔爆水袋距迎头不超过200nl。

防尘系统示意图见附图

第八节防灭火

根据贵州省煤田地质队实验室2005年11月份提供的新发

煤矿煤层自燃倾向性等级鉴定报告，M2煤层自燃倾向等级为

III类，属不易自燃煤层。不作专项防灭火措施。但在施工

过程中必须：1、防止出现电火花及放炮火焰；2、在运输巷

内，特别是维修的老区段需布设洒水管路，设置洒水阀门防

灭火。

第九节照明、通讯

一、照明

井下作业人员均采用矿灯自行照明。

二、通讯

通讯使用矿用安全本质型电话和各通讯点联系。工作面电

话机安装在距工作面迎头5~10m范围内，能与调度室、车

场等各电话机直通。

信号、通讯示意图见附图。

第十节安全监控

一、在掘进工作面巷道内安装2台甲烷传感器，1台安装

在距迎头小于5nl的回风侧（风筒对面），另一台安装在距回

风点10~15m处。

二、甲烷传感器的报警、断电、复电瓦斯浓度及断电范围

1、报警值：1%CH,2、断电值：1.5%C%

3、复电值：1%CH4

4、断电范围：本掘进巷道内全部非本质安全型电气设备,

回风流中全部非本质安全型电气设备。

三、监控管理

1、甲烷传感器应悬挂在规定位子，距巷顶不大于30cm,

距帮侧不小于20cm;

2、甲烷传感器必须设在良好支护处，防止冒顶或其它原

因损坏；

3、甲烷传感器由监控人员负责调校，每7天用标准气样

调校一次，有故障须及时处理；

4、掘进巷道内所有非本质安全型电气设备同甲烷传感器

实现“瓦斯电闭锁”，井下电工负责日常检查和维修。严禁

将“瓦斯电闭锁”甩掉不用。

5、因瓦斯超限而断电的电气设备，必须在瓦斯浓度降到

规定值（1%）以下时，方可人工复电；

6、掘进工作面的瓦斯传感器由瓦斯检查员负责随掘进前

移，严禁将传感器放在风筒口吹；

7、洒水防尘时，严禁将水洒到传感器上及接线盒上，以

防损坏或造成瓦斯超限而得不到监控；

8、当传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域

内所有电气设备电源。

安全监控系统示意图附图。

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

施工采用“三八”制（一天三班，每班8h）组织生产。

劳动组织图表

序号工种出勤人数备注

夜班早班中班合计

01班组长1113

打眼支护

02工2226

03放炮工1113按“三

出煤（秆）

八”工

04工3339

05推车工2226作制编

Q6安全员1111

07瓦检员i113

08电工1113

合计12121236

第二节循环作业

为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳

动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做

到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利

用率。

正规循环作业图表

序工序各工序施工顺序及用时交替（每班按照8小时计算）

号0102030405060708

min

1交接班10

2安全检查10

3打眼120

4瓦检10

5装药放炮30

6瓦检、降尘10

7临时支护20

8出煤（行）200

9锚网支护60

10检查验收10

第三节主要技术经济指标

序号项目每米材料消耗单位指标

01循环进尺米1.5

02出勤人数人36

03日循环数次3

04人工工效m/人•工0.125

05总工程量米600

06月进度米135

07巷道毛断面积M25.6

08巷道净断面积M25.3

09锚杆根6

10金属网块2

11锚固剂个12

12托板、螺帽套6

13电量度4

14雷管个11

15炸药kg9

第七章安全技术措施

第一节施工前的准备

1、施工前由施工队负责人组织该工作面全体人员参加，

工程师或安全矿长贯彻学习本作业规程及安全技术措施。参

加学习人员必须签字，经考试合格后方可上岗作业，成绩不

及格者必须重新学习、考试，二次学习考试都不及格者不得

上岗作业；

2、施工前由工程师给出开门位子，标好中腰线，施工单

位严格按照中腰线施工；

3、开门前必须对附近20nl范围内巷道进行加强支护；

4、施工队准备齐全工具和材料；

第二节一通三防

一、通风管理：

1、开门前，通风工必须对通风系统进行检测，确保通风

系统稳定、可靠，风量分配合理。

2、开门前，机电科、通风工必须严格按“局扇安装设计”

要求进行风量调节和局扇安装，并将风袋接至开门点。

3、机电科、通风工安装的局扇在进风巷道内，离底板高

度大于0.3m,吸风口有风罩，高压部位有衬垫，并按要求安

设消音器，安装做到“稳”、“平”、“牢”，同时实行“三专

两闭锁”供电，严禁发生循环风。风筒为巾500mm的阻燃风

筒，用8#铁丝生根拉线吊挂，靠顶靠帮，接头反压边，逢环

必挂，吊挂平直，拐弯处安设铁弯头，破口及时粘补，确保

严密不漏风。

4、掘进期间，瓦检员必须加强局部通风的巡回检查，发

现问题，及时汇报。

5、掘进期间，机电队必须加强局部通风机的供电系统管

理，确保供电正常，严禁无计划停电、停风。

6、掘进期间，通风工每天必须按质量标准化对风筒进行

检查维护，确保风筒出口距迎头小于5m,保证迎头有足够的

新鲜风量，严禁无风、微风、瓦斯超限。

7、掘进期间，测风员每天必须派对采区通风系统、瓦斯

浓度、风量分配等情况进行全面检查、测定，确保通风系统

稳定、可靠，风量分配合理。

8、掘进期间，通风工每天必须专人对采区的通风设施进

行认真检查维护，确保各设施完好、可靠。

9、掘进期间，局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风

机，严禁任何人随意停、开，而且施工单位必须在当班瓦检

员记录本上签字，并在每天早上10:00变电所试检漏电完

毕时，及时将风机开启。试检漏电期间，严禁放炮。

10、试检漏电完毕后，如风机不能正常开启或掘进期间风

机因故停运，当班瓦检员、安检员、施工单位现场管理人员

必须及时安排电工把局部通风范围内动力电源切断，将闭锁

开关锁死。及时将局部通风范围内的所有人员全部撤至集中

运输巷全风压新鲜风流中，由瓦检员负责在开门口设置栅

栏、揭示警标，现场指派施工单位班排长以上人员在栅栏前

设置警戒，禁止人员进入停风区域内，及时就近电话汇报通

风值班室和矿调度室，查明原因，采取措施，进行处理。

11、恢复通风前，瓦检员必须先检查局部通风机及开关附

近10米范围内风流中的瓦斯浓度和局部通风范围内的瓦斯

浓度；若风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度＜0.50%,

局部通风范围内的瓦斯浓度＜0.80%,可以直接将风机开启，

启动风机时，严禁“一风吹”；若局部通风范围内的瓦斯浓

度＞0.瓦检员必须严格按“瓦斯浓度在0.8%~1%

排放瓦斯管理规定”，严禁任何人启动风机，及时就近电话

汇报矿调度室，由总工负责编制专门排放瓦斯措施，经审批

传达后，由救护队负责严格按措施要求排放。

12、掘进期间，若主扇因故突然停运，现场安全员、瓦检

员、施工单位现场负责人必须严格按照《“一通三防”应急

预案》相关规定执行，传达本措施时一并传达贯彻。

13、根据地质部门提供的地质资料，巷道掘进至地质构造

带时，及时编制措施。

二、瓦斯管理：

1、掘进期间，必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作

面迎头、回风流、局部空顶及风机和开关附近10m范围内风

流中的瓦斯浓度，并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”

（特殊情况随时汇报），“瓦斯巡回检查”及“瓦斯检查记

录三对口”等制度。严禁出现脱岗、睡岗、空班、漏检、误

检和假检。

2、瓦检员必须严格瓦斯管理，严禁瓦斯超限作业，放炮

时必须严格执行“一炮三检查”和“三人联锁签字放炮”

制度。

3、施工队必须严格执行停电放炮制度，由安检科安检员

负责监督落实。

4、掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时，必须停

止打眼；爆破地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到

0.80%时，严禁爆破；掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到

0.80%时，必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置

栅栏，禁止人员入内，并向通风值班室和矿调度室汇报，由

瓦检员查明原因，采取措施，进行处理；如局扇及开关安设

地点附近10米范围内风流中瓦斯浓度达到0.50%时，也必须

立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏，禁止人员

入内，然后停止局扇运转，同时向矿调度室汇报，由通风工查

明原因，采取措施，进行处理。

5、瓦检员每次检查瓦斯，都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传

感器显示数据一并汇报调度室，同时，必须将检查的瓦斯浓

度数据向现场施工负责人说明清楚，当前所查的瓦斯浓度是

否能正常工作。

6、瓦检员若发现瓦斯超限，（不论是光学瓦检器检查超限

还是瓦斯传感器显示超限），都必须立即按规定停止工作、

切断电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标、禁止人员进

入局部通风范围之内，并交代施工单位现场负责人在栅栏处

设置警戒，禁止人员入内，然后就近电话汇报通风值班室和

矿调度室及跟班矿长。由通风队查明原因、采取措施、进行

处理。

7、瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时，必须先检查通

风瓦斯情况，如通风、瓦斯均正常，然后向施工单位现场负

责人说明清楚后方可离开，汇报完毕后必须及时赶回施工现

场，瓦检员因汇报等原因不在工作面期间，严禁放炮。该期间,

施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪检查瓦斯，如发现

瓦斯超限或突然停风，也必须按规定立即停止工作，切断电

源，撤出人员，禁止所有人员进入停风地点。

8、瓦检员交接班时，必须共同对所负责区域内的通风、瓦

斯及安全设施全面复查一遍,发现隐患及时处理。

三、综合防尘：

1、打眼前洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤

过程中洒水、爆破时使用喷雾。

2、爆破工佩戴防尘口罩。

3、巷道经常洒水降尘，杜绝粉尘堆积和飞扬。

4、定期冲刷巷道，并由瓦检员进行经常性检查。

5、防尘水管必须紧跟迎头，每隔50m分出一个三通阀门，

以便及时降尘。

四、防火管理：

巷道掘进过程中采用煤电钻打眼和人工出煤（秆），防火

重点是防设备、电缆和人为火灾。

1、电气设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。

2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾,

利用水管灭火。

3、应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。

第二节顶板

1、必须坚持先检查后工作的原则。每次开工前和放炮后,

当班跟班矿长和班组长都必须先从外往里对施工迎头顶板、

支护等安全情况进行一次全面检查，发现问题及时处理。处

理时，必须由外往里依次进行，且处理点往里迎头方向严禁

有人。确认无危险后，方准人员进入迎头作业。

2、施工中必须坚持敲帮问顶工作,及时找掉顶、帮悬汗危

岩，排除隐患，确认安全后方可施工。

⑴、找顶工作由两名有经验的人员担任，一人找顶，一人

观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人站在应找

顶人的侧后面，并清理出畅通的安全退路；

⑵、找顶应从有完好支护的地点开始，由外往里按先顶部

后两帮的顺序依次进行。找顶时，找顶点下方及往里迎头方

向严禁有人。找顶时，严禁多处同时进行找顶，严禁在找顶

范围内进行与找顶无关的工作。

⑶、找顶工作人员用长把工具找顶时，应注意防止阡石顺

杆下落伤人。

⑷、顶帮遇有大块断裂阡石或阡石离层时，应首先设置可

靠的临时支护（一般采用木点柱配半圆木在其吃劲处打上牢

靠的戴帽点柱），保证安全后，再顺着裂隙、层理慢慢地找

下，不得硬刨强挖。

3、打眼及装药联线前，必须先检查施工点附近10m范围

内的安全情况，发现问题及时处理，确认安全无误后方可进

行打眼及装药联线。

4、打眼时，人员必须选好站位，站稳踩牢。打完眼后退

钻时，严禁猛拉猛拽，防止倒钻伤人。

5、每次放炮前、后都必须对迎头10m范围内的支护情况

进行检查加固，加固方法为：将松动的螺帽拧紧，失效的锚

杆重新补打，崩坏的网予以更换，并达到设计要求。

6、每次放炮后，至少等15分钟，待迎头的炮烟被吹散，

班组长、放炮员、瓦检员和安检员必须首先巡视放炮地点，

检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒（残）爆等情况。

如有危险情况，必须立即处理。确认安全无危险后，方准人

员进入迎头施工。

7、每次炮后必须先找净顶、帮活动煤阡，确认顶帮安全

稳定后，及时进行临时支护，严禁空顶作业。

8、永久支护必须紧跟迎头，每够一块网位置时必须及时

打锚杆挂网进行支护。

9、施工过程中，每班必须必须由当班安全员或一名经验

丰富、工作责任心强的人员负责观察顶、帮的变化情况，发

现问题及时撤出人员，待顶板稳定无危险时采取有效措施进

行处理。处理时，处理点下方及往里迎头方向严禁有人。待

处理好并经检查确认安全无危险后，方可恢复施工。

10、施工期间，必须加强后路的检查维护，发现问题及时

处理，确保后路安全畅通。要定期检查锚杆支护效果，经常

观察，发现异常及时进行处理。

11、现场施工中若发现有顶板出现局部离层掉渣；巷道两

帮收敛，顶板下沉；巷道底板鼓起，顶锚杆断裂；顶板岩层

爆响等冒顶预兆时，必须立即撤出现场施工人员，就近电话

汇报矿调度室和跟班矿长，并采取有效措施进行处理。

⑴、顶板出现局部离层掉渣、顶锚杆断裂时，要及时补打

锚杆，确保顶板的完整性，尽量减小顶板离层的发展。

⑵、巷道出现两帮收敛、顶板下沉现象时，要根据巷道顶

板变形程度采取增大锚杆支护密度进行处理，变形严重时要

及时进行架棚支护。

⑶、巷道顶板出现岩层断裂爆响、顶锚杆断裂等一系列顶

板剧烈活动来压的顶板事故预兆时，要立即撤出在危险区内

所有作业人员，待顶板稳定后，立即对巷道由外往里进行架

棚支护。

12、施工中若在出现冒顶或由于断层及其它构造造成顶帮

压力大、顶板破碎，锚网支护不能有效支护顶板时，则必须

改用架设金属棚进行锚架联合支护。

13、做拉拔力试验时，拉力计必须固定可靠。拉拔锚杆时,

必须先紧固被测锚杆周围相邻锚杆，并在被拉锚杆周围打设

2〜3棵点柱顶牢顶板，且被测锚杆周围不得有人，操作人员

站在施工方向的外侧，距被测锚杆的距离不得小于3叽拉拔

试验结束后，必须及时拧紧螺母，如锚杆失效必须在其周围

200mm范围内及时补打合格锚杆。

14、严禁在锚杆（锚索）上系大链、滑轮来起吊重物，如

需使用时，必须另行打设专用锚杆（锚索）来起吊。

15、施工期间，堆料点必须备有不少3d的施工用料，并

做到随用