1372回风巷掘进作业规程

XX县XX镇XX煤业有限责任公司1372回风巷掘进作业规程

第一章概况

第一节编制依据

一、根据宜宾芙蓉地址勘测设计有限公司所设计的《利兰煤矿整合工程

初步设计》说明书作为指导依据由筠连县镇舟镇利兰煤业有限责任公司设计

签发的《1372回风巷施工设计图》。

二、筠连县镇舟镇利兰煤业有限责任公司地测组提供签发的1372回风巷

地质说明书。

三、筠连县镇舟镇利兰煤业有限责任公司批准的《筠连县镇舟镇利兰煤

业有限责任公司2018年生产接替计划》。

四、根据2016版《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》及相关

法律、法规、技术规范、标准等进行编制。

五、根据2018年《安全风险专项辨识评估报告》作为指导意见。

第二节巷道布置

一、巷道名称：1372回风巷

二、巷道位置:巷道在+525m临时避难胴室往里12处开口，以方位角210°

按+3%。施工约20m平巷后，然后按-20°坡度施工斜坡23.5m落平后，最后以

328°方位角揭露7#煤层，按+3%。坡度沿7#煤层走向施工至边界位置。具体

位置详见附图1-2-1巷道布置平面图。

三、巷道用途：担负1372采煤工作面回风、材料运输、行人等任务。

四、工程设计及服务年限

（一）工程设计

1、1372回风巷上车场20m,坡度为+3%。。

第1页共63页

2、1372回风巷斜坡25m,坡度为-20°。

3、1372回风巷655m,坡度沿7#煤层为+3%。施工。

该规程包含的巷道总长度为700m。

上车场、斜坡沿中线施工，1372回风巷沿煤层走向按腰线控制巷道坡度,

煤层段沿7#煤层顶板施工。

（二）服务年限

巷道设计服务年限2.5年。

五、施工中的特殊技术要求

1、掘进巷道控制：采用腰线控制巷道坡度，煤层控制巷道方向。由地测

部根据本规程附图1-2-1要求核算并在现场标出各该巷道的挂口位置及中

（腰）线，施工队必须严格按照地测部在现场标出的挂口位置及中（腰）线

施工。

2、必须严格执行“有掘必探、先探后掘”的原则。

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

巷道地表位置位于石头沟一带，以山地为主,地表无民房和其它大的建筑

物。地表标高+700〜+950m。详见表二及附图2-1-2巷道井上下对照图

表二井上下对照关系表

水平、采区一水平、二区段工程名称1372回风巷

地面标高+700m~+950m井下标高+525m〜+520m

地面的对应位置为筠连县镇舟镇石头沟一带，以山地为主,地表无民房和

建筑物其它大的建筑物。

井下对应位置对1372回风巷东为煤矿井筒保护煤柱（未采掘），西为井

掘进巷道的影响田边界保护煤柱，南为煤层风化带，北为未采动煤层。

邻近采掘情况对

本面附近无对本巷掘进有影响的工作面。

掘进巷道的影响

第二节煤（岩）层赋存特征

该区域正常煤（岩）产状104〜122°N12〜18°,平均113°Z15°。井

下开口位置底板标高+525m,埋深175-375米，区域岩层产状：115〜135°Z

15〜21°,平均125°N18°。煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）,

预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析分别详见表三煤（岩）

层特征表、表四煤层顶底板情况表及附图2-2-3地层柱状图。

表三煤（岩）层特征表

指标参数备注

煤（岩）层厚度0.9〜2.1

7#煤层

（最大一最小/平均）（m）1.5

煤（岩）层倾角12〜18

根据相邻工作面及地质资料

（最大一＞小/平均）（°）15

煤（岩）层硬度系统（f）4〜6根据相邻工作面及地质资料

煤（岩）层层理（发育程度）II-III根据相邻工作面及地质资料

煤（岩）层节理（发育程度）it〜in根据相邻工作面及地质资料

煤层自然发火期（月）自燃自燃倾向性等级为n类

绝对瓦斯涌出量（m%nin）0.97#煤层

相对瓦斯涌出量（m'/t）1〜37#煤层

煤层爆炸性无

地温（℃）15-22属正常地温

表四煤层顶板、底板情况见表

围岩分类

顶、底板

厚度岩层描述

名称岩石

名称

类别

1、比较坚硬，Rb=40〜60MPa

老稳定2、层状岩层，胶结较好

II>5

顶石3层F=J3、坚硬块状岩层，裂隙面闭合无泥质充填

物，Rb>60MPa

顶

中等1、中硬岩层，R=20-40MPa

直接b

板III稳定2-32、层状岩层以坚硬为主，夹有少数软岩层

顶

石U-i层3、较坚硬的块状岩层，R,=40〜60MPa

弱稳0.21、较软岩层,R<20MPa

伪b

IV定石2、中硬层状岩层

顶

层0.43、中硬块状岩层，R=20〜40MPa

中等0.21、中硬岩层，Rb=20〜40MPa

直接

III稳定2、层状岩层以坚硬为主，夹有少数软岩层

底U-i.

底石层1.03、较坚硬的块状岩层，R,=40〜60MPa

1、比较坚硬,Rb=40〜60Mpa

板

老稳定2、层状岩层，胶结较好

II>5

底石3层p=j3、坚硬块状岩层，裂隙面闭合无泥质充填

物，Rb>60MPa

第三节地质构造

1372回风巷掘进区域煤岩层走向为252〜275°,倾角为12〜18°,平均煤

岩层倾角为15°,结合1372掘进工作面施工区域据上覆2号煤层已揭露显示

和地勘资料分析，该工作面无大型地质构造，巷道地质条件较简单，比较稳

定。故该掘进工作面在掘进过程中不会遇到大的构造，但是局部可能会遇到

落差较小的断层或裂隙影响。

第四节水文地质

1372掘进工作面所在区域水文地质条件比较简单，上覆2号煤层已经回采,

根据收集的资料分析，预计该巷道主要充水水源为大气降水、岩层裂隙及断

层裂隙水。预计掘进工作面涌水量为0.2-1.5m3/h,为预防断层水和裂隙水和

局部采空区积水，掘进期间加强探放水管理工作。

第五节主要灾害

一、瓦斯灾害

2014年4月四川省科源工程技术测试中心提交的《筠连县镇舟镇利兰煤业

有限责任公司2#、7#、8#瓦斯参数测试报告》结论中7号煤层瓦斯参数测定为:

7#煤相对瓦斯压力为0.29MPa,煤层瓦斯含量（daf）为3.89cm3/g,瓦斯放散

初速度4P为12.369,煤的坚固性系数为1.4,煤的破坏类型为II类。

二、瓦斯等级

利兰煤矿为高瓦斯矿井，2018年瓦斯和二氧化碳涌出量测定结果为：矿井

相对瓦斯涌出量为21.413淀/3绝对瓦斯涌出量为5.725m7min；相对二

氧化碳涌出量为10.72m：7t,矿井绝对二氧化碳涌出量为2.866m'/min。

三、煤层自燃倾向性及煤尘爆炸性

2013年4月中四川省煤炭质量监督检验站对7号煤层自燃倾向性和煤尘爆

炸性进行了鉴定，为II类自燃煤层，无煤尘爆炸性。

第三章巷道断面及支护

第一节巷道断面

一、巷道断面形状：

根据巷道层位和围岩岩性《初步设计说明书》等相关参数最终确定1372

回风巷上车场、和斜坡为半圆拱形断面，揭露7#煤层后为矩形断面。详见附

图3-1-4巷道断面设计及支护图。

二、巷道断面设计：经各系统相关人员汇算，各断面设计均能满足安全

生产需求。

K1372回风巷上车场、和斜坡断面相关参数详见表五；揭露7#煤层后

断面的相关参数详见表六。

2、施工中如需增加抽放胴室、绞车胴室等，以相关部门的通知为准。

3、水沟：1372回风巷水沟布置在西帮，水沟尺寸上宽400nlm、下宽300mm、

深300mmo

表五断面设计参数

支

断面（mm）断面（nV）

护

断面

方掘进净水沟喷碎允许

名称

式掘厚度误差

高高净（）（mm）

宽宽进净掘进mm

拱高墙图拱高

1372

锚网270.0-10

回风100013502600100013005.565.250.1150

梁喷00110

巷

三、巷道施工参数，详见表六。

表六巷道施工参数

巷道中、腰线（掘进）开口位置长度坡度总工程量（m3）

名称中线腰线腰线(m)(°)

方位

至巷至巷至巷

XY角净掘进

帮顶底

(°)

(mm)(mm)(mm)

1372

30935473%o

回风13501350100021070036753892

9660.4760131.896-20

巷

合计严格按照测量组放置的中腰线进行施工70036753892

第二节巷道支护

一、巷道临时支护方式：

临时支护采用木点柱支护，点柱采用62100mm长1.5〜2.2m的圆木，数

量为6根，柱帽规格为长X宽义厚=300mmX200mm><50mm,数量为6块，木楔

子数量为6块，点柱支护必须穿鞋戴帽，详见附图：3-2-5巷道临时支护图。

1、当债头空顶大于0.8m时，必须使用木支柱戴帽作临时支护，间距为

0.8m,且支柱必须带帽。

2、放炮后找顶工具及木支柱、柱帽必须跟拢硬头，确保支柱迎山有力，

找顶后立即采用戴帽木支柱施工临时支护，临时支护可靠后方可按前述内容

施工锚杆进行永久支护，施工临时支护必须站在永久支护一侧操作。

3、临时支护放在后方20m范围内。

二、巷道永久支护

1、锚杆长度的确定：L2L1+L2+L3

式中：L---锚杆总长度m；

L1——锚杆外露长度(包括钢带、托板、螺母厚度)m；顶锚杆取0.08,

帮锚杆取O13；

L2——有效长度(顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b,帮锚杆取帮破碎深

度c),m;

L3——锚入岩（煤）层内深度m,取0.6。

其中围岩松动圈冒落高度：

y+H*tan(45°—y)

D=---------------------c=Htan(45°—y)

式中B、H——巷道掘进宽、高;

/顶—一顶板岩石普氏系数，/■顶（2—6）、平均取4；

3---两帮围岩的似内摩擦角，3=arctan（f顶）。

2.7…Le75.964°

—+2.35xtarJ450---------

…「75.964°

b=c=2.35xtan45--=--0-.-2-9--

\2

顶锚杆L=L1+L2+L3=O.08+0.41+0.6=1.09m；

帮锚杆L=L1+L2+L3=O.13+0.29+0.6=1.02m合设计要求。

经上述计算，所选用锚杆1.8m/根2顶（帮）1.09（1.02m）中16mm螺纹

钢锚杆，间、排距800mm义800mm,施工时垂直于巷道轮廓线不小于75°,锚

杆深度不小于1720mm,支护时锚杆外露长度不得大于80mm,符合设计要求。

2、锚杆间、排距的确定

根据计算公式：a＜舟

式中:a——锚杆间、排距，m；

G——锚杆设计锚固力KN/根，取50；

K——安全系数，一般取1.5〜2；

U——有效长度（顶锚杆取b,帮锚杆取c）;

r——岩体容重（t/m3），（岩石平均取2.5；7#煤取1.6）

5050

a<4.94m、6.17m；a<=5.8&7.35m

2x(2.5或1.6)x0.412x(2.5或1.6)x029

锚杆取800mm义800mm的间、排距均〈上述计算，符合要求。

3、金属网采用直径6mm的盘圆钢焊接，规格为长X宽=2000义100mm,网

格为100X100mm的成品盘圆网。

4、锚固剂规格为:MSZS2350型，①28nlm的树脂锚固剂,长500mm，每眼装

锚固剂1条。

5、锚网喷巷道永久支护喷厚50mm。

6、巷道遇矿压影响、断层、构造带、岔口开口以及其他影响时，根据现

场情况另行编制安全技术措施。

综合上述：1372回风巷围岩较稳定时永久支护形式为：锚杆+盘圆网+喷

破支护，详见附图3-1-4巷道断面设计及支护图。

二、支护衔接

采用四掘一喷，喷碎滞后磺头》6m,锚网支护必须跟拢债头，最大空顶

距为700mm,最小空顶距为100mm,空顶部分用临时支护支设。

爆破后及时进行临时支护，新暴露出的顶板必须先进行临时支护后再进

行锚网支护，严禁空顶作业。临时支护工序为：找顶、临时支护、转磕头、

永久支护、出肝。

第三节支护工艺

一、锚网支护及要求：

1、锚杆：根据设计采用中16mm螺纹钢锚杆，1.8m/根，间、排距800mm

X800mm,施工时垂直于巷道轮廓线不小于75°,锚杆深度不小于1720mm,

支护时锚杆外露长度不得大于80mm。

2、锚固剂：使用MSCK28-40树脂锚固剂;锚杆每眼装1条树①28树脂锚

固剂。

3、金属网铺设：锚网喷支护金属网采用66.5mm,长X宽=2000*1000mm,

网格为100义100mm的成品盘圆网。

4、锚杆施工要求

（1）锚杆孔：严格按配套的钻凿机具的操作规程和巷道的支护设计参数

钻凿眼孔，眼孔要圆直，眼径和药卷直径相匹配。

（2）清洗锚杆眼孔：用压风将锚杆眼内的岩粉渣子和积水吹洗干净，吹

洗时眼孔正下方附近严禁有人。

（3）安装锚杆前，先将锚杆安装机进行检查，看各零件是否齐全，紧固

件是否松动，各操作机构是否灵活可靠，压缩空气是否清洁，风压是否在

0.4Mpa—0.6Mpa之间，外接水源和气源阀门是否良好，扳机和搬把是否处于

关闭状态，油雾器内是否有足够的润滑油（20号或30号机械油），检查完毕,

应开机空载运转检查是否正常，否则不利安装。

（4）安装前，必须检查安装范围内顶板安全情况，首先进行临时支护，

锚杆安装完后，临时点柱方可回撤。

（5）安装锚杆时，首先清洁锚杆前端的油脂和煤岩粉，然后用锚杆安装

机将锚杆连同药卷一起送至眼底后再开动锚杆安装机用锚杆捅破树脂药卷并

快速搅拌推进，推进搅拌速度要均匀，推力要适度，安装时快速药卷（红色）

应在里端，总体推进时间不得超过40秒，安装搅拌推进不能中断，应一锚到

底。锚杆前端至眼底后不得再进行搅拌，以免影响锚固效果。

（6）锚杆杆体推进搅拌到位后，锚杆安装机应抵住锚杆60秒，等树脂

药卷固化后，先将锚杆安装联结握住防止落下伤人，再慢慢退安装机，卸下

安装联结器后，要及时在孔口将杆体楔住，固化前不要使杆体位移或晃动。

安装退机15分钟后树脂基本固化后方可上托盘和螺母，托盘必须紧贴岩面，

外露长度不得大于80mmo

(7)安装机使用结束后，使各种操作开关处于关闭状态，清理干净后，

搬离安装地点。安装位置要正确，严禁炮崩、乱摔、乱砸。并按要求检修好

锚杆机。

(8)锚杆安装后要进行检查。发现托板松动时必须用扳手及时拧紧螺帽,

发现失效锚杆要及时补打。

(9)锚杆设计锚固力50KN,安装后要进行锚固力检查，当班1—2小时

后检查初锚力达不到要求的必须补打。班组和专职矿压人员检测的结果，必

须作好原始记录，班组自检采用扭力扳手检测。

(10)钢筋网必须用锚杆压实，且帖紧岩壁。

(11)专用工具，风动锚杆紧固器。

二、喷碎设计要求

1、喷破厚度：喷50mm。

2、喷性配合比

(1)水泥比：石粉=1：3.50(重量比)

(2)速凝剂：水泥=4%：1(重量比)

(3)水灰比=1：0.45(重量比)

3、设计喷碎强度：C25o

4、喷砂质量要求

(1)喷碎前，水泥、石粉必须按规定比例在地面拌均匀后(并洒少量水

将灰浆搅拌到潮喷状)，方可装运下井进行喷碎。

(2)喷破前，必须用水冲洗巷道围岩。

(3)喷破前，必须先将巷道两帮墙脚浮砰清掉，无水沟侧下挖100mm基

础后方可喷破。

(4)喷破前，必须找净危岩活砰。

(5)喷破前，必须保护好中、腰线。

(6)喷破后，不许有穿裙赤脚、蜂窝麻面、露筋或露网显现。

(7)喷破后，必须对喷体洒水养护，养护天数不少于7天。

5、巷道粉尘浓度要求才2.5mg/m3,喷射碎回弹率才30%。

三、备用支护材料

备用支护材料：锚杆50根、盘圆网20张、18kg/m的钢轨、风(水)管

各(20m)0

堆放要求：距磕头30-50m之间巷道宽敞处，堆码必须整齐，并挂牌(注

明材质及规格型号)。

第四节临时轨道及道床

一、施工期间轨道的钢轨型号及标准道床(技术参数)：

轨距不大于605mm,不小于598mm,轨道接头间隙不超过5mm,内错差不

大于2.5mm；

轨枕间距为800mll1,连接件齐全，紧固有效轨枕无浮离、空吊板现象；详

见表七及附图3-4-6轨道铺设大样图。

表七轨道及道床参数表(单位：mm)

轨道与巷轨面至腰

轨道轨距道床高道由厚轨枕间

道中心线线线距离备注

型号(mm)度(mm)度(mm)距(mm)

距(mm)(mm)

18Kg/m600495200800800木枕木

第五节巷道排水沟

一、1372回风巷排水沟：

1、水沟断面形状为倒梯形，属毛水沟；详见表八及附图3-5-7水沟大样

图。

2、水沟开挖必须跟拢磺头420m范围内；详见表八。

表八1372回风巷排水沟

\项目

掘进净

编母、掘净断面净高高度

上宽下宽上宽下宽

水沟0.11m20.11m20.3m0.3m0.4m0.3m0.4m0.3m

第六节巷道管线布置

一、压风管、水管吊挂规定：

掘进磺头风、管均用D57mm无缝管，悬挂高度以巷道底板为基准，敷设

方式风管在上，水管在下。将压风管每隔3—5m吊挂在巷道左帮底板以上700mm

位置，将水管每隔3-5m吊挂在巷道左帮底板以上400mm位置。风水管路跨

巷，根据巷道形状弧形过渡，距轨面高度不得低于1.8m。

二、电缆、通讯、监测线等敷设方式及电缆钩的施工等：

掘进磕头电缆悬挂顺序从上到下依次为监测线、信号线、照明线、动力

线，电压等级从低到高，一钩一线悬挂，不得交差缠绕，悬垂幅度整齐一致。

多余动力电缆严禁堆圈存放。

矿用电缆钩安设在巷道左帮上1.8m处，每隔2.0悬挂电缆钩，电缆必须

逢钩必挂。电缆跨巷，根据巷道形状在顶板安装电缆挂钩弧形过渡，距轨面

高度不得低于1.8m,炮线走向不能与电缆同侧且不得与电缆交差。

三、风筒吊挂规定：

风筒在巷道内做到每环必挂，确保风筒的平直整齐，接头严密无漏风，

拐弯处设弯头。详见附图3-6-8巷道风筒、轨、管、线悬挂布置图。

第七节矿压观测

一、测对象：1372回风巷半煤岩巷段。

二、测内容：顶板离层观测及围岩观测。

三、观测方法：掘进50m后，开始布置测站，测站间距50m,共设13

个测站。其具体观测如下：

1、安装后第一周期为1次/天；

2、安装后第二周期为2次/周；

3、安装后第三、四周期为1次/周；

4、安装后第二、三月期间为1次/半月；

5、安装三个月后为1次/月直到巷道施工完毕。

四、数据处理：生产技科每月对观测资料进行分析，对数据出现较大变

化的巷道段，必须采取针对性措施，措施另报。

第四章施工工艺

第一节施工方法

一、巷道施工方法:

1、采用钻爆法施工。

2、采用浅眼多循环的方式进行施工，循环进度1.5m,并妥善保护好挂口

点附近各20m范围内的管线设备。

二、巷道施工：

1、施工过程中地质测量部人员必须定期复测标定巷道腰线，施工队严格

按线施工。

2、巷道施工顺序（施工线路）：

1372回风巷上车场f1372回风斜巷一1372回风斜巷。

三、巷道过特殊地点或特殊条件下的施工要求

1、过地质构造带，采取浅循环作业，掘进进度不大于1.2m,并减少装药

量。若顶板破碎严重，锚杆支护无法满足现场要求时（即顶板软岩或过断层,

锚杆施工时强度过低），具体视现场情况编制技术安全措施。

2、岔点的施工方法：岔口布置在岩层中，因岩层较坚固，施工时，先掘

进直巷超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。

3、揭煤时的施工方法按照通风科编制的《1372回风巷专项揭煤安全技术

措施》进行指导施工。

第二节凿岩方式

一、凿煤（岩）方式

确定凿岩方式：钻爆法成巷施工，风镐处理欠挖。

凿岩机具、数量：采用2台YT-28型风钻打眼

二、掘进施工工序及工艺流程

1、采用“三、八”作业制，循环方式视岩性而定，岩性较好时，循环作

业方式为“一掘一支”，昼夜三个循环，圆班进尺为4.5m。

2、工艺流程：安全检查一（画断面轮廓线）定眼位一打眼一用压风吹净

眼孔内的渣子一检查气体一装药、联线一检查气体一撤人、布岗、汇报一放

炮、排烟一安全检查一撤岗一临时支护一排砰一永久支护一下一循环。

第三节爆破作业

一、爆破条件

1372回风巷为半圆拱形断面，岩石坚固系数f取4〜6,掏槽方式为单向

掏槽，平均循环进度1.5m。

二、爆破作业

1、爆破器材：爆破作业时，使用煤矿许用三级乳化炸药（单个药卷直径

为32mm,长200mm,重0.2kg）,1—5段毫秒延期电雷管（延期不超过130s）,

MFB—100型隔爆晶体管发爆器启爆。

2、装药结构：全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时必须小心将

药卷用木棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，详见附图4-3-9

正向装药图所示。

3、起爆方式:采用一次爆破的方式正向爆破作业，严禁一次装药，分次

起爆。

4、为了控制工程质量，减少围岩震动。根据岩石系数4〜6,严格控制周

边眼的装药量，周边眼的炮眼间距控制在300mm内，距巷道轮廓线100mm处，

爆破时，掏槽眼、辅助眼和周边眼（顶、帮）的每眼装药数量的比例大致为4：

3：2：1。爆破作业严格按照炮眼布置图中的要求执行，详见附图4-3T0炮眼

布置图。

三、爆破说明表：详见附图4-3-10炮眼布置图。

四、放炮母线：采用4X2.5矿用橡胶电缆悬挂在巷道右帮1m起拱线处,

严禁同风筒、电缆等缠绕在一起。

五、放炮警戒：放炮警戒地点为+525m岩石底板风门外并设岗①，岗②地

点为+525m回风联络巷风门外，岗③为+525m岩石底板道与回风上山岔口以外

10m位置，放炮期间撤出警戒区域内的所有人员并站岗警戒。警戒布置好后站

岗人员向调度汇报站岗情况，放炮员电话联系调度室请示并确认岗哨到位后

方可爆破，详见附图4-3-11放炮站岗警戒示意图。

第四节装载与运输

一、装载与运输方式：采用人工装岩（煤），平巷采用电瓶机车运输。

二、装载、运输设备

装载、运输机械及其配套设备详见表九。

表九装载、运输机械及其配套设备表

序设备安装固定

型号数量备注

号名称位置方式

1机车5t蓄电瓶机车1

2绞车JD-1.61上车场混凝土浇筑

3矿车It16

三、砰（煤）、材料的运输方式。

1、肝（煤）的运输

（煤）砰石的运输：磺头一电瓶机车+绞车提升运输至1372回风巷上车

场一经机车运输至+525m区段车场一绞车提升到+553m车场一电瓶机车运输至

地面一翻笼（砰）地面煤仓。

2、材料的运输

材料的运输：地面车场一经电瓶机车运输至+553m车场一绞车下放到

+525m区段车场机车运输至1372回风巷上车场一绞车下放+机车运输至磺头，

详见附图4-4-12运输系统示意图。

第五章生产系统

第一节掘进通风

一、通风方式

（-）通风方式：采用压入式

（二）供风距离：最短供风距离50m,最长供风距离750m。

二、掘进工作面风量计算：

工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、同时工

作的最大人数分别进行计算，并选取其中最大值。

1、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100XqhgiXkhgi=100X0.363X2.1=76.23（m3/min）

式中：qhgi一掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，取0.363m

3/min（取自《2018年瓦斯等级鉴定报告》）；

Kw一掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，（正常生产时

连续观察一个月，最大绝对瓦斯涌出量和平均瓦斯涌出量的比值），这里取

2.1；

2、按照二氧化碳涌出量计算

3

Qhf=67XqiieiXkhei=67X0.186X2.1=26.17m/min

式中：khei一掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，（正常生

产时连续观察一个月，最大绝对二氧化碳涌出量和平均瓦斯涌出量的比值），

这里取2,1；

qhei一掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取

0.186m3/min（取自《2018年瓦斯等级鉴定报告》）；

67一按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算

系数。

3、按炸药量计算

Q=10Aefi=10X12.8=128m7min

式中：

Acfi——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，12.8Kg；

10——每千克三级煤矿许用炸药需风量，n?/min。

4、按最多工作人员数量计算

3

SQafi=4Nhfi=4X7=28m/min

式中：义“一工作面同时工作的最多人数取7人。

5、掘进工作面风量验算：

（1）按最低风速验算

!

Q„,in=0.25X60XShdi=0.25X60X5.25=78.75m,/min

（2）按最高风速验算

3

Qmax=4X60XShdi=4X60X5.25=1260m/min

2

式中：Shdi——掘进工作面巷道的净断面积，5.25m；

0.25——半煤岩巷和煤巷允许的最低风速，m/s；

4.0---掘进工作面允许的最大风速，m/s；

通过验算，Q“M〈Q<Q皿，掘进工作面风速符合《煤矿安全规程》规定。

根据以上计算和验算，1372风巷掘进工作面配风量确定为128m3/min。

三、局部通风机选型计算

1、局部通风机吸风量的确定

掘进工作面最长送风距离750m。设计选取①500mm的抗静电阻燃柔性风

筒，采取多反边接头。

Q1=Qj/<t>c=1284-77.5%=165m7min；

式中：

3

Qf------局部通风机吸风量，m/min；

Q,一一掘进工作面需要风量，m7s；

6c——风筒有效风量率，取6c=1-3%X75O+1OO=77.5%；

2、局部通风机风压的确定

h;fe=RXQ1XQJ=134X2.75X2.13=784.91Pa

式中：

h全----局部通风机需要全风压，Pa；

R——风筒风阻，取134N・$2/能详见表5-1-2；

Qt------局部通风机吸入风量，为165nl3/min+60s=2.75n?/s；

Qi-----掘进工作面磕头需风量，为128m3/min+60s=2.13n）3/s。

表5-1-2风筒通风性能测试报告

风筒直径，mm百米风阻（N6/m8）百米漏风率，%

300W1728.0W3.0

400W410.0W3.0

500W134.0<3.0

600W54.0W3.0

800W13.0W3.0

（三）掘进工作面配风量计算

3

QM=QalX1+60X0.15XSM=165X1160X0.15X6.l=220m/min

式中：

3

Qaf——局部通风机实际吸风量，m/min；

I—"掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

SM——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，实测巷道断面

为6.1m2；

0.15——岩巷允许的最低风速，m/so

通过以上计算，该掘进工作面硬头需风量为165m3/min,工作面配风地点

风量为220n?/min可满足掘进需求。

根据FBDNo5.0/2X5.5KW型对旋式局部通风机额定风量（210~150m3

/min）、全压（500〜2800Pa）性能参数与计算结果决定：在掘进期间，选用

1台FBDNo5.0/2X5.5KW型对旋式局部通风机配合一趟中500mm阻燃、抗静电

风筒向工作面供风（备用局部通风机均选用与之相同功率的对旋式局部通风

机）。

四、局部通风机安装使用规定

1、局部通风机的安装位置

1372回风巷局部通风机及启动装置安装在+525m区段车场新鲜风流中。

2、局部通风机的设备要齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（包括

电缆接线盒）有衬垫（不漏风），通风机必须吊挂或垫高，离地面高度大于

300mmo

3、风筒接头严密（手距接头处0.1m处感到不漏风），无破口（末端20nl

除外）。无反接头，软质风筒接头要反压边。风筒出口与工作面距离》5m。

4、风筒敷设平、直、稳，逢环必挂，拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准

拐死弯，异径风筒接头要用过渡节，先大后小，不准花接；风筒吊挂高度应

不被矿车摩擦或挤压。

5、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。

6、压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道

回风口410m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部

通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》

第136条的有关规定，详见附图5TT3通风系统示意图。

7、局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。

正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）

供电，专用电压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；备用局

部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障

时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。

8、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时一，正常

工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通

风机。

9、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局

部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电

源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时一，该局部通

风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的

局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机

都必须同时实现风电闭锁。

10、每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用通风机自动切换试验,

试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。

11、严禁使用3台以上（含3台）局部通风机同时向1个掘进工作面供

风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。

12、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故

障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。恢复

通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近

10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风

机。

第二节掘进压风

一、工作面压风系统

1>1372回风巷压风由地面压风机房3台螺杆式空气压缩机供风，详见表

十。

2、1372回风巷采用地面供压风，其供风路线全长480m,管路沿主平胴巷

道南帮入井，其敷设路线为：主平胴。108mm焊管一主平胴暗斜井里程88m再

改用C108mm的压风管一一区段0108mm风管f+525m岩石底板道C57mm风管

-1372回风巷掘进工作面进行供风，详见附图5-2-14供风系统图。

表十压风设备和用风设备表

序号名称台数风量

型号风压(MPa)

（台）(mVmin)

螺杆式

1SA120A7.5321

空压机

2风锤YT280.633

3喷浆机PZ-5B51

第三节瓦斯防治

一、防止瓦斯积聚

1、遇巷道冒落处或抽采钻场等地点瓦斯超限时，必须采取引风措施，及

时排除冒落空洞内的高浓度瓦斯，防止瓦斯积聚。

2、对所在工作面的通风系统定期进行检查，确保该区域通风设施可靠，

通风系统稳定，回风系统必须独立、顺畅，不得设阻，回风巷有效断面不得

小于设计断面的70%。

3、保证局部通风质量，确保工作面风量充足，施工队及时对已掘巷道进

行喷浆覆盖，避免暴露煤体内瓦斯溢出造成巷道内瓦斯超限报警。

4、加强瓦斯管理，避免瓦斯超限作业：本工作面瓦斯立足于正压风排，

保证风流连续稳定，且有足够的风量和风速。

5、加强通风，使瓦斯浓度降低到《煤矿安全规程》（2016版）规定的浓

度以下，爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。

掘进工作面风流中瓦斯浓度超过L0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停

止工作，撤出人员，并切断电源。。

二、瓦斯检查

1、检查内容：瓦斯、二氧化碳等有毒有害气体浓度，通风设施完好情况,

通风系统是否稳定等。

2、瓦斯检查员每班检查瓦斯的次数不少于3次，严禁假检、漏检，并向

调度室汇报，做到瓦斯检查牌板、瓦斯检查手册、瓦斯日报表“三对口”。

3、每班瓦斯检查员必须做到“一炮三检”和“三人连锁放炮制”，并做

好记录；同时班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次作业区域

瓦斯浓度，严禁瓦斯超限作业。

4、瓦斯检查记录牌悬挂在距迎头面不超过50m的位置。

5、瓦斯检查必须执行瓦斯巡回检查制度和请求报告制度，并认真填写瓦

斯检查记录牌、瓦斯检查手册，且汇报调度室。

6、风筒、甲烷传感器、电缆必须按规定续接、吊挂、挪移。

三、防止瓦斯爆炸

（一）一般管理

1、加强瓦斯管理，避免瓦斯超限作业；保证风流连续稳定，且有足够的

风量和风速。

2、加强电器设备管理，搞好电器防、失爆管理工作；施工队电工每天检

查，机运部管理人员每周不少于两次检查，并有记录可查，必须杜绝电气失

爆。

3、工作面放炮过程中，必须切断掘进工作面及回风流中的非本质安全型

电源。

（二）隔爆措施

1、隔爆水棚设置

辅助水棚安设地点：距离掘进工作面距合流叉口50〜751n处。

2、水袋选型及安装

（1）水袋选型

辅助水棚采用GS40-4A型水袋（上平面尺寸：长570X宽390mm,下平

面尺寸：长510义宽350mln,净高210mm,容量40L)。

①总水量

G=gs=200X5.25=1050(L)

式中：G一总水量，L；

g一每平方米巷道所需水量，辅助隔爆水棚取200L/m2；

s一巷道断面积，5.25m2o

②单架水棚水量

Gn=SnXL=HX(B1+B2)XL4-2

=0.21X(0.39+0.35)X0.544-2=0.04(m3)

式中：Gn一单架水棚水量，m3；

Sn—水袋净断面积，m2；

L—水袋平均净长度，0.54m；

H一水袋盛水高度，0.21m；

Bl一水袋净上宽，0.39m；

B2一水袋净下宽，0.35m。

③水棚架数

n=G/(G,,X1000)=26.25

式中：n——水棚架数(取整数)，架；

隔爆水棚：26.25架，取28架。

④水棚区长度

L=28X1.5/2=21(m)

式中：L—水棚区长度，m；

C—水棚排间距，辅助隔爆水棚取1.5m；

2—每排水棚水袋架数。

(2)水袋安设

水棚安设在巷道直线段，水袋排距1.5m,每排平行布置2架水棚。隔爆

水棚每组14排，28架，水棚长度21m。安装方式采用吊挂式，并呈横向布置。

(3)给水

隔爆水棚利用井下消防、防尘洒水管网给水。

(4)水棚管理

水棚区应有上水管接头，备有上水软管。损坏的水袋必须及时更换，并

随时补充水袋中的水量。

及时清除水棚水面煤尘、杂物，及水下沉积物。

每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量，

发现问题，及时处理。

(三)安全防护措施

1、在+525m岩石底板道与人行联络巷岔口之间施工一组2道可靠的正反

向风门，反向风门必须上铁板，风门之间间距均大于4m,风门墙体厚度0.8m,

风门上设有逆止隔断装置。

2、采用在风门外进行远距离爆破，各岗哨点均设置有直通调度中心的电

话和压风自救装置。

3、压风自救袋设置标准及要求

在磺头25〜40m范围内安设一组压风自救袋，每组5〜8个，且能满足该

工作面所有人员使用；在工作面巷道内每隔300m及岗哨点各安设一组压风自

救袋。压风自救系统应当达到下列要求：

(1)压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上；每班值

班长进班到达工作面后，必须先对该面的所有压风自救系统进行一次全面检

查，确保压风自救系统灵活可靠。

（2）压风自救装置安装要求为：安设在非水沟侧与底板距离为1.5m的

顶板完整的地方，间距为0.5m/个；压缩空气供给量，每个袋子不得少于

0.ImVmino

（3）所有压风自救袋必须有减压装置、每个压风呼吸袋必须带有单独的

控制阀门。

（4）若压风自救袋需使用软管连接时，必须将软管捆牢。

第四节综合防尘

一、供水源及防尘管路系统

1、+560m和风井地面消防水池。

2、防尘喷雾管主管选用中108mm的无缝钢管，支管选用中57mm的无缝钢

管，详见附图5-4-15供水系统图。

二、防尘喷雾装置

1、在开口掘进30m后安设1组全断面防尘喷雾，距磺头30〜50m安设第

二组全断面防尘喷雾，第二组全断面防尘喷雾随磕头推进前移。水幕应封闭

全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。

2、防尘装置连接管路必须贴帮铺设、连接牢固，防尘装置必须安设在巷

顶，并确保全断面喷雾。

3、防尘喷雾及连接装置必须根据巷道实际情况确定加工长度数量，喷嘴

间距不大于0.4m,安装时应紧贴巷道顶板安装,喷水嘴应迎着风流方向成45°

夹角，装置必须安设稳固，开关把手灵活可靠；严禁把防尘装置安装在开关

及其它电气设备上方。

三、综合防尘措施

1、防尘管每隔50m或100m设三通，施工队定期对巷道冲尘，严禁巷道

内出现粉尘堆积。

2、防尘水管兼做防灭火水管，并保证正常使用，其水压为0.4〜lOMpa,

水量为2〜3min/nf。

3、工作面采用湿式打眼，每个炮眼内必须充填水泡泥，出煤（砰）前洒

水湿透，以降低粉尘产生。

4、工作面在进行出肝、放炮、喷浆支护巷道前，必须打开防尘装置。

5、运输线路各喷雾装置做到灵敏可靠，雾化好，使用正常，运煤时必须

打开巷道内所有防尘喷雾和转载点的洒水装置。

四、个体防护

所有作业人员在生产过程中必须配戴防尘口罩。

第五节防灭火

一、相邻巷道、煤层火区情况

相邻区域为岩巷，且周边无火区；该巷道在7号煤层中掘进，2013年4

月中四川省煤炭质量监督检验站对7号煤层鉴定为H类自燃。防火的重点是

自燃发火、电缆、机械摩擦和人为火灾。

二、防灭火器材

1、在磕头50nl后，每隔100nl或50m设置的防尘三通阀门兼作消防水源,

用胶管连接使用（必须保持管内长期有水，并保证正常使用）。

2、机电设备位置附近至少备有2台干粉灭火器。

三、巷道施工防灭火措施

（一）预防自燃发火的措施

1、巷道内浮煤必须清理干净，严禁在巷道内堆放浮煤。

2、巷道冒高处采用不然物充填或采取架木朵的方式进行支护。

3、每周对巷道中有煤炭堆积的地点、冒高处的气体温度情况进行检查，

防止煤层自燃。

4、在距风流汇合处10〜15米处安装CO及温度监测传感器，作为掘进工

作面自然发火观测点，监测工作面及回风流C0气体浓度及气温变化情况。

5、掘进工作面发生C0传感器报警或温度增大，通风队立即查明原因，

并立即向矿有关领导汇报。

（二）预防明火的措施

1、井下用过的绵纱、布头和纸等易燃物品必须放在盖严的铁桶内，并由

专人送出地面处理；工作面附近严禁堆放易燃材料。

2、加强电气设备防失爆管理，严禁产生电火花，同时严禁检修工带电检

修或带电移动井下电气设备。

3、下井人员严禁携带烟草、和点火物品、严禁穿化纤衣服，井下严禁吸

烟。

4、井下作业人员严禁拆卸矿灯。

5、工作面爆破时，炮眼要用水泡泥封堵好，严禁放明炮。

6、严禁使用变质炸药，以防拒爆燃烧。

7、该区域的易燃物品应堆放整齐，不得随处乱放，并应放在通风良好的

地点。

8、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即

采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室

在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员按《煤

矿安全规程》第275条规定组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

第六节安全监控

一、局部通风机必须保证“三专两闭锁”。

二、传感器安设位置及要求，详见附图5-6-16安全监控、通信系统示意

图。

1、T1为低浓度瓦斯探头，安设在距离磕头左5m范围内，距巷顶》300mln,

距巷帮M200mm,报警点瓦斯浓度21.0%,断电瓦斯浓度21.5%,复电点瓦

斯浓度VI.0%；T2为高低瓦斯浓度探头，安设在回风交叉合流点以里10〜15

米处，距巷顶斗300mm,距巷帮4200mm,报警点瓦斯浓度21.0%,断电瓦斯

浓度21.0%,复电点瓦斯浓度＜1.0%；Tl、T2报警断电范围为本巷内所有非

本质安全电气设备。

2、C0（一氧化碳）、F（粉尘）、V（风速）、W（温度）等探头均安设

在回风交叉合流点以里10-15米处，与T2探头安设成一条直线。

3、风筒传感器安设在磕头第二节风筒位置，随掘进移动。

三、监测线敷设：监测线与信号电缆敷设在同一侧，动力电缆与信号电

缆相距大于lOOmmo

四、甲烷传感器的维护

1、掘进工作面爆破前，由班组长或瓦斯检查员负责将甲烷传感器挪放到

硬头后方50m处的帮上按规定进行吊挂，并用甲烷传感器保护套进行护戴,

爆破结束后，将甲烷传感器安放在规定位置。

2、当班瓦斯检查员必须检查甲烷断电仪、甲烷传感器及通信电缆是否正

常，若出现故障时，必须及时汇报，由调度室安排检测电工及时进行处理。

3、甲烷传感器应尽量避免安装在淋水位置，无法避免时，必须采取保护

措施。

4、甲烷及其他传感器要保持清洁。

第七节供电

一、电压等级、供电方式

1372回风巷掘进工作面由+450m变电所供电，工作面设备动力电