二采区轨道大巷作业规程

掘进工作面作业规程

工作面名称：二采区轨道大巷掘进工作面

编制人：

施工负责人：

施工单位：

编制日期：2017年6月15日

1

作业规程审批人员签字

职务伞J,日期

编制人

区队长

生产技术部

机电部

通风部

安检部

调度室

机电副矿长

安全副矿长

生产副矿长

总工程师

矿长

2

会审意见

会审时间地点

主持人

会审意见：

3

目录

第一章概况.....................................................6

第一节概述........................................................................6

第二节编写依据......................................................................6

第二章地面相对位置及地质水文情况.................................7

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况....................................................7

第二节岩层赋存特征.......................................................................9

第三节地质构造..........................................................................10

第三章巷道布置及支护说明..........................................12

第一节巷道布置.........................................................................12

第二节矿压观测..........................................................................12

第三节巷道断面及支护设计................................................................12

第四节支护工艺.....................................................................14

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

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

第二节凿岩方式.........................................................................17

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

第四节管线及轨道敷设....................................................................18

第五节设备及工具配备...................................................................19

第五章生产系统..................................................20

第一节通风系统..........................................................................20

第二节压风系统..........................................................................21

第三节瓦斯防治..........................................................................22

第四节防尘系统.........................................................................22

第五节防灭火............................................................................23

第六节安全监测系统......................................................................23

第七节供电系统.........................................................................23

第八节排水系统.........................................................................24

第九节运输系统.........................................................................25

第十节通讯系统.....................................................................25

第六章劳动组织及主要技术经济指标...............................25

第一节劳动组织.........................................................................25

第二节循环作业.....................................................................25

第三节主要技术经济指标.................................................................26

注：技术经济指标表.........................................................................27

主要技术经济指标..........................................................................27

第六章安全技术措施...............................................28

第一节施工准备.....................................................................28

第二节“一通三防”管理................................................................28

4

第三节顶板管理........................................................................30

第四节防治水管理......................................................................32

第五节机电管理........................................................................33

第六节运输管理........................................................................38

第七节刮板输送机，维修工和看尾工管理..................................................41

第八节其他............................................................................41

第七章煤质管理................................................45

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

第九章煤矿井下安全避险“六大系统”............................49

第十章掘进职业病危害防治措施..................................50

5

第一章中既况

第一节木既述

一、巷道名称:本《作业规程》掘进的巷道名称为二采区轨道大巷。

二、掘进目的及用途

掘进目的：形成矿井二采区工作面的运输系统。

巷道用途：满足矿井二采区采掘工作面的运输需要。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计总长度：1015m（平距）。

巷道服务年限：约10年。

四、预计开、竣工时间：

开工时间：2017年7月上旬。

竣工时间：预计2017年11月下旬。

第二节编写依据

一、设计说明书及批准时间

本规程设计依据我矿生产技术部设计的《二采区轨道大巷巷道平面、断面

图》。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《恒邦煤矿煤炭勘探报告》，批准时间为2009年6月。

三、依据《煤矿安全规程》（2016年版）；《煤矿工人安全技术操作规程》；

《煤矿安全质量标准化基本要求及评分办法（试行）》（新版2013）。

四、矿压观测资料

6

二采区轨道大巷埋深270m,属于浅部巷道。电冶一矿目前属于矿建后期，暂

无详细的矿压观测资料，但根据相邻巷道揭露围岩情况及支护状况，岩石节理裂

隙发育，承载能力差，局部巷道支护遭到破坏，因此在施工中必须加强质量管理,

并根据现场实际情况选择适宜的支护参数。

第二章地面相对位置及地质水文情况

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表

表一

水平名称二采区工作面名称二采区轨道大巷

+1428.4+1144.8

地面标高（m）井下标高（m）

+1442.5+1190.0

地面相对位于矿工业广场西南1600米、棋蒙公路以北

地面的相对位置及建筑物

1940米处；地面为高原侵蚀性丘陵及半荒漠地貌。

该巷道为二采区开拓巷道，北部为设计二采区皮带

大巷、二采区回风大巷（已掘进完毕）；东侧为已掘出

的二采区轨道大巷；西侧至矿井边界煤柱，井田西部为

井下位置及掘进对地面设同属鄂尔多斯煤炭集团的阿尔巴斯二矿毗邻，该矿采掘

施的影响情况清晰与本矿均有矿界保护煤柱相隔，不存在相邻煤

矿老空水威胁。南侧为尚未施工的二采区9#煤。9#煤为

首采煤层，距下伏H#煤间距3.14~9.80m,平均9.76m,

11#煤平均厚0.65m不可采。

施工

掘进方位270°坡度沿煤层顶板掘进长度1015m

（米）

7

表二

煤层结构

煤(矿)层总3.60〜5.00煤层倾角6〜12

厚(m)(度)

4.127

煤复杂

层可采指数1变异系数稳定程度稳定

情(%)

况

该面9#煤两极厚3.60〜5.00m,平均厚4.12m,煤层普氏硬度系数f=l.8,属结构复杂、稳

定的厚煤层，煤层中上部含1〜3层粘土岩或炭质泥岩夹石，厚0〜0.45m,f=3o

MadAdVdafQb,dFCSt,dY工业牌号

煤

层

0.8628.5331.0626.8339.551.06181/3焦煤

情

况

9#煤为中灰至高灰、中硫、中热值、低〜中磷、低挥发份的焦煤。

该段煤层倾向S〜S26°E,走向略有弯转；总体为西北高东南低的单斜构造，

煤层倾角为6°〜12°,平均9°。

根据现有资料分析，预计区内地质构造较复杂。二采区回风大巷掘进至西部

遇有3条断层，其中fl、f2分别为落差5.5m、2.7m正断层；f3为逆断层，经钻

探证实断层落差大于15m,对矿井的巷道开拓影响很大。

地

预计本巷道掘进过程中将遇到上述3条断层，断层附近围岩破碎，极易冒落，

应加强支护管理。

质

构走倾落对掘进的影响

构倾向性质

造名称向角差程度

造

DF90°〜58°〜

情S正断层组0〜26小

1105°

73°

况

fl110°S20°W75°正断层5.5较大

f2121°S31°W70°正断层2.7较大

f3180°E35°逆断层>15大

8

第二节岩层赋存特征

一、巷道顶底板岩性及岩层产状

表3巷道煤岩层特征表

顶底板岩石名称厚度(m)岩性特征

名称

灰白色，较坚硬，成份以石英为主，

老顶中砂岩8.61硅泥质胶结，含黄铁矿结核，夹细砂岩

及粉砂岩条带，f=5„

煤

深灰色，泥质胶结，夹泥岩条带及煤

层直接顶粉砂岩3.2线，厚度不稳定，局部中上部为细砂岩，

顶f=3。

灰黑色，泥质胶结，层理发育，强度

板伪顶炭质页岩0.51

较低，易冒落，f二2。

情

深灰色，泥质胶结，含大量云母片，

砂质泥岩或

况直接底3.20见植物根茎化石，局部夹细砂岩条带，

粉砂岩f=3o

灰白色，以石英为主，硅泥质胶结，

老底细砂岩3.40含植物根茎化石及黄铁矿结核，夹簿层

粉砂岩条带，f=4。

本施工区段煤岩层状较稳定，总体倾向为SW,倾角3。，总体为单一倾斜

构造。巷道沿9#煤掘进。

9#煤，纯煤厚1.5-4.01m,平均2.85m,视密度为1.STt/nf,煤层顶板岩

性为中细粒砂岩及沙质泥岩，其中粘土质含量较高，底板岩性为沙质泥或沙质泥

土岩。顶板岩石抗压强度平均28.24Mpa,属于软弱岩石。

二、瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数、地温及地压

瓦斯：此段巷道瓦斯含量0.03%,瓦斯含量较小，根据瓦斯含量测定结果,

本矿为低瓦斯矿井，但如井下通风不良，不排除局部瓦斯富集的可能性，生产中

应予以注意，在开采过程中需要加强通风管理。随矿井不断延伸，加之煤炭的自

然氧化，矿井瓦斯会有一定的变化，需引起足够的重视。

煤尘：经鉴定，9#煤层煤尘爆炸指数在30-40%,易发生爆炸。

9

煤的自然：经鉴定，本煤层自然倾向性等级为n级，自然倾向性可自然，

自然发火期4-6个月。

地温：据钻孔地温资料统计，本区地温梯度为2.5°C/100m,为地温正常

区。据附近巷道资料，本段地温在19.6°左右。矿井开采无地带热危害。

地压：属地压正常区，但受地质条件影响，断层附近应力集中，并且涌水

量较大。在断层附近施工时，在施工过程中应搞好巷道的支护质量，缩小循环进

度，搞好超前支护，采取加强特殊支护，并且要加强排水。

第三节地质构造

本巷道施工层位为9#煤层，根据二采区回风大巷施工过程中揭露的地质情

况分析，二采区轨道大巷巷道掘进施工区域内可能发育三条断层构造，落差变化

较大，岩性节理裂隙、层理较发育，围岩破碎，岩性较脆，受其影响围岩的稳定

性较差，较易片帮、冒顶，会给施工带来一定的影响。

第四节水文地质

根据相邻二采区回风大巷掘进实际情况分析，轨道巷施工过程中，主要水

源是煤层顶板砂岩水，预计Q正常涌水量为64.8m7d,Q最大涌水量为288nl^/d,对施工影响

存在影响。

施工中建议：掘进过程中，要加强对巷道涌水的观测，加强探放水工作；

掘进同时跟进排水沟，做好顺排水工作；遇有涌水异常时，要及时进行汇报，有

透水征兆时，要及时汇报并采取相应措施，加强排水工作管理，有效及时排水，

防止水患事故。

附：表4

10

、矿井水文地质情况：本矿井水文地质类型为中等型。矿井从上到下主要有

四层含水层，分别为：第四系砂砾石含水层、第三系砂砾石、砾岩含水层、太原组〜

山西组中、细砂岩含水层、煤系基底震旦系砂岩含水层。其中：第四系砂砾石含水

层岩性为残坡积亚砂土、砂及砾石，风积砂、冲洪积砂砾石层等，因大气降水的补

给量微小，所以补给条件较差。该含水层为矿井的间接充水含水层；第三系砂砾石、

砾岩含水层岩性以灰黄色砂砾石层为主，松散，底部夹有紫红色砾岩层，半胶结一

胶结状态，地层平均厚度98.71m,在全区范围内广泛分布，由于大气降水的补给

量微小，含水层富水性微弱，为矿床的间接充水含水层，其底部胶结致密的砾岩层

一般不含水，为相对隔水层；太原组〜山西组中、细砂岩含水层岩性以深灰色、灰

色砂质泥岩为主，次为灰白色中粒、细粒砂岩，夹薄层泥岩、粉砂岩及煤层，地层

平均总厚度141.98%全区分布，地表无出露，含水层厚度39.65〜53.03%平均

46.34m。该含水层的富水性极不均一，局部微弱或富水，导水性能差，为矿床的直

邳

接充水含水层和主要充水含水层，充水来源主要以侧向径流补给为主；煤系基底震

旦系砂岩含水层据区域地层资料，厚度大于100m,岩性为紫红、浅紫红色石英岩、

健

灰白色细粒石英砂岩，局部有薄层粘土岩且含砾，岩石坚硬致密，渗透性很差，为

斫

隔水性能良好的隔水层。

及

二、本区水文地质情况：二采区轨道大巷主要沿煤9掘进，煤9主要受

顶底板砂岩含水层影响。顶板50m范围内有细砂岩3层，第1层砂岩为9煤

才直接顶板，厚9.9〜n.7m；第2层细砂岩距9煤13.9m,厚13.5m；第3层

细砂岩距9煤30.9m,厚13.9m。顶板水赋存及不均一；底板60m范围内有

细砂岩4层，第1层细砂岩距9煤3.4〜4.3m,厚6.6m；第2层细砂岩距9

煤14.1-18.6m,厚8.2~9.1m；第3层细砂岩距9煤25.2~28.4m,厚3.4〜

9.3m；第4层细砂岩距9煤31.8〜41.8m,厚17.3〜25.4m。其中第三、四

层砂岩富水性较强，钻孔一般进入底板深度30-37m水量明显增大。底板单

孔最大水量80nl7h（T1孔），水压0.68MPa（水位+U24.0m）,根据绘制底

板砂岩水等水位线图分析，底板砂岩水主要来源于工作面西南侧断层的侧向

补给。充水途径浅部主要以顺岩层孔隙、裂隙及煤层渗透为主，主要表现为

顶板的渗水，对本工作面掘进有一定影响。

11

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

该巷道自二采区轨道大巷内G9号测点开始，向前按270。方位角沿九层煤顶

板使用综掘机掘进施工1015m。

附：二采区轨道大巷巷道平面位置图

第二节矿压观测

本巷道矿压监测系统为KJ377型，向地面调度室实时传输矿压数据。延着

巷道掘进每隔50米在顶板中部打一6.5米深锚索眼，距锚索眼50米打一2.0米

深锚杆眼两种眼交替进行。分别安装矿压离层传感器，锚杆传感器型号为GPD200,

锚索传感器型号为GPD300,通过实时监控掌握巷道矿压变化及规律，以便选择合

理的巷道支护方法与参数。并为后续掘进提供有效依据。

第三节巷道断面及支护设计

一、巷道断面：

二采区轨道大巷掘进宽度为：4200mm,高度为：3100mm。掘进断面积为：

13.02m2,净宽为：4000mm,净高为：3000mm,净断面为：12.00而。巷道毛高:

3.1m,毛宽：4.2m,沿煤层顶板掘进，设计支护方式为锚网索梁喷支护。

当顶板完整时每施工两排锚杆打设一根锚索，锚索间距为1.6m,锚索布置

在巷道中心线处。

当顶板破碎时每施工两排锚杆打设一排锚索，锚索排距为1.6%每排布置

2根锚索，锚索株距为1.6m。

12

巷道喷浆厚度100mm,於强度达到C20o

附：二采区轨道大巷巷道断面支护图

二、支护方式：

（一）临时支护

⑴临时支护形式为3根金属前探梁，每根前探梁分别用顶部锚杆和直径

22mm的圆钢加工成的吊环吊挂，当巷道顶板煤岩层破碎，掘进后顶板凹凸不平

时，作前探梁用的钢管很难从圆钢吊环中穿过时，为满足前探梁的安全作用，前

探梁吊环可用40T刮板机链条代替，根据顶板凹凸不平的程度，调整刮板链下

落长度，以调整前探梁的仰俯角，并用木板刹实顶板，前探梁必须均匀布置在巷

道的顶板上。掘进过程中，必须及时前移前探梁，前探梁必须探至迎头，然后紧

固吊环，用板枇将钢筋网托起贴紧前探梁上方顶板，然后用木楔将板枇刹紧。

⑵前探梁的规格

前探梁：3根，每根长3.5米，直径为3寸的钢管，间距为1.2米。

吊环：直径不小于22毫米的圆钢焊接在标准锚杆螺母上制作面成。

⑶吊环的固定：安装顶部锚杆时，预留40毫米的锚杆螺纹，将铁托盘插入

螺纹上，然后使用锚杆配套防松螺母将吊环固定在锚杆螺纹端，将钢管插入吊环

内。在前探梁的掩护下，出煤石干、打锚杆和安装锚杆。安装完锚杆后，进行下一

个正规循环时，用同样的方法前移前探梁。

附：前探临时支护平、剖面示意图

（二）永久支护

二采区轨道大巷采用锚、网、索、锚梁、喷浆作为永久支护，顶板锚杆为

02OX2OOOmm左旋高强预应力锚杆，两帮为锚杆为020X2000mm右旋螺纹钢锚杆,

锚固剂为二节2335树脂药卷（一节快速、一节中速）。按悬吊理论计算锚杆参

数：

1、锚杆长度计算

L=KH+LI+L2

式中：L—锚杆长度，m；

H一冒落拱高度，m；

13

K—安全系数，一般取k=2；

LI-锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.3m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

B

H=2/=4.24-(2X3)=0.7(米)

式中：B一巷道开掘宽度，取4.2m；

f—岩石坚固性系数，取3；

则：L=2X0,78+0.3+0.1=1.8(m)

2、锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取a：

Q==1.18(m)

式中：a—锚杆间、排距，m；

Q-锚杆设计锚固力，50kN/根；

H—冒落拱高度，取0.7叱

V一被悬吊岩石的重力密度，取25.5kN/m3；

K—安全系数，一般取k=2。

通过以上计算，选用直径20mm、长度2000mm的左旋高强预应力锚杆，

锚杆间、排距为800X800mm。锚网索梁支护时，采作锚杆紧跟迎头的支护

方式，前排锚杆距迎头的距离不得超过1900mm(循环进度1.6m)。

(二)特殊支护

在支护中，当围岩稳定性较差，容易出现片帮冒顶现象时，掘进前应在

迎头顶板打超前锚杆作为超前临时支护。以防止顶板随掘随冒落，超前锚杆

与煤岩层层面呈60〜70度夹角，循环进度缩小到0.8m,掘进后必须及时打

正式锚杆，并且要半长锚固，防止顶板随掘随冒落。

第四节支护工艺

一、支护材料

1、锚杆、锚索、网片、钢筋梯及锚固剂

顶锚杆规格为20X2000mm左旋高强预应力锚杆、帮锚杆规格为20

X2000mm右旋螺纹钢锚杆，顶锚杆每排布置6根，设计锚杆间排距为800mm

14

X800mm,锚杆外露长度为10〜40mlii,两肩窝锚杆与顶板呈75°夹角打入，

帮部锚杆规格为20X2000mm右旋螺纹钢锚杆，帮锚杆每排每帮布置3根，

设计锚杆间排距为900mmX800mm,锚杆外露长度为10〜40mm,锚杆钻头直

径为28mm。锚杆均使用配套标准防松螺母紧固，锚固剂为2335树脂药卷，

药卷长350mll1,每根锚杆均用2支树脂锚固剂固定，固定长度不少于700mm,

锚固力450KN,锚杆托盘为正方形，规格为长X宽X厚=120X120X8mm碟

形铁托盘。

锚索使用巾15.24mm钢绞线，长度6.5m,锚索钻头直径为26mll1,每根

锚索均用5卷2335树脂锚固剂固定，锚索托盘为正方形，规格为长X宽X

厚=250X250X12mm碟形铁托盘。为保证锚固效果，锚索露出锁具长度为

150〜250mln。锚固力不小于120kN。

钢筋网片规格为2000X1000mm钢板托盘。用6.5mm钢筋焊接而成。

锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75度，用顶部锚杆托盘和钢筋梯将钢筋网搭

接处紧紧压在岩面上，钢筋梯使用14mm钢筋焊接。（根据现场实际情况，

为了防止拆卸锚杆时被锚杆托盘压紧的松动围岩突然垮落造成冒顶事故，特

要求两掘进班所挂网的搭接处可不用托盘压，但必须用14mm铁丝均匀联

好，网扣间距为200毫米，使用专用联网丝拧3圈以上）。

现场配备锚杆拉力计和扭矩扳手，在做锚杆拉拔力检测时，每300根抽

样一组，每组顶部、两帮各一根，并做好记录。做锚杆拉拔试验时作业人员

必须躲到涨拉器具脱落波及的范围外（3m）。

二、锚杆、锚索安装工艺

1、打锚杆眼、锚索眼

打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时

必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活石干、危

岩，确认安全后，方可开始工作。锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm,

眼向误差不得大于15°。顶锚与帮锚要成排成行，锚杆眼深度应与锚杆长度相

匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，锚杆眼打好后，

应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作，打眼

的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行，顶板锚杆眼应打一个锚一个，不

得顺层面或节理面、裂隙打眼。

2、安装锚杆、锚索

15

安装锚杆前，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，眼孔方向不得有人，把2块（锚索5块）树脂锚固剂送入眼

底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专

用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻，使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入

树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，锚杆机停止旋转推进,

等35秒后，再开动锚杆钻机旋转对防松螺帽进行预紧，直至托盘紧贴岩面，拧

紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于120N.m。

3、质量要求

1）巷道净高、净宽允许误差为0〜±100mm。

2）锚杆间排距800X800mm,允许误差为±100mm。

3）锚杆施工方向应垂直于巷道轮廓线，其夹角不得小于75°。

4）锚杆托盘紧贴岩面，不得松动。

5）锚杆外露长度为10-40mm。

6）锚杆的锚固力不得小于50KN。

7）锚索在巷道中心线打一排，间距1.6m垂直于顶板，锚固力不小于150KN。

8）喷层厚度不小于设计的90%。

9）表面平整度允许偏差为〈50。

10）喷射混凝土使用必须用标号不低于325#的普硅水泥，沙为纯净的

河沙，石子粒直径小于20mm,将粒径大于15mm的石子控制在20%以下，配

比为水泥：黄砂：石硝：水=1：2.0：2.0：0.58；速凝剂掺入量一般为水

泥重量的2〜3.5%,喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，

速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

第四章施工工艺

第一节施工方法

二采区轨道大巷掘进采用掘进机全断面一次掘进，一次成巷，施工前，首先

按由外向里的顺序、对迎头10m范围内的支护进行检查，如有开裂的煤岩体，要

及时找掉，并补打锚杆、锚索、挂网，加强支护。采用综掘机割岩煤、锚网索梁

支护时及时前移前探梁作临时支护，在前探梁掩护下安装顶部钢筋网、锚杆，顶

部锚杆安装好后，再出净剩余的浮煤，打帮部锚杆眼、安装帮部锚杆，煤帮不上

钢筋网。

16

掘进施工的劳动组织形式为"三八制"作业，两班(中班、夜班)掘进，早班

检修，循环进度1.6m,岩巷每班二个循环，煤巷每班四个循环，日循环进尺分别

为6.4m、12.8m,最小控顶距0.3m,最大控顶距1.9m。

巷道施工完毕对二采区轨道大巷进行喷浆、抹底、打水沟，厚度为100mm。

舲强度C20。

第二节凿岩方式

掘进机截割掘进

巷道采用EBZ-135型掘进机割煤，安装锚杆时使用MQT-130型锚杆机。

掘进工艺流程：

掘进机的截割顺序应自上而下，自左帮向右帮呈“S”型切割，每次进刀深

度不得超过0.8mo

工艺流程：交接班检查、准备一校对中心线、腰线一掘进机割煤出煤(煤岩)

一敲帮问顶一临时支护一校对中心线一打顶部锚杆锚索一清理出煤一打帮锚杆

一掘进机割煤进入下一循环。

附:进刀示意图

降尘方法：

(1)采用掘进机割煤时开启内外喷雾、出煤洒水、冲刷巷帮、水幕净化空

气，个体防护等综合措施。

(2)距迎头50米内安设一道手动水幕，各转载点安设喷雾装置。

第三节装载与运输

一、装运煤石干方式

掘进机施工中，采用机身前部的铲板配合星轮装煤讦，然后经一运、二运及

后部搭接的SJ-80D带式输送机通过4#联络巷至二采区回风大巷皮带运输机至溜

煤眼至集中运输下山胶带运输机上运至采区煤仓。

材料运输方式：

掘进施工中采用一吨标准矿车、平板车装、运材料，材料经副井下放到1273

水平车场后，由人工推到轨道下山上部平巷，由90KW绞车下放料到车场处。通

17

过计算90KW绞车提升3个矿车，提升过程中必须使用好车尾和保险绳，距变坡

点10-15米处安设一道跑车防护栏，绞车钢丝绳、钩头、保险绳，每天至少检查

一次，并做检查记录，发现问题及时处理，声光信号齐全，灵敏可靠。

第四节管线及轨道敷设

巷道掘进过程中，所敷设的电缆、供风水管路、排水管路、风筒等均应按断

面中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔2nl一个，电缆垂度不超过50mm。

风水管要接口严密，不得出现漏风、漏水现象，水管距迎头25m范围内使用4分

胶管，20nl外使用0108mm钢管；风管距迎头20m范围内使用6分胶管，20m外使

用0108mm钢管；风、水胶管通过分风、分水器与风、水钢管相连，0108mm钢管

要随工作面前进及时延长，以备迎头正常供风、供水。正规风水管路距离迎头不

得超过50m。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得超过5m。

巷道左侧铺设22kg/m轨道，掘进轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标

准》中的规定，轨距误差不大于10mll1,不小于5mll1；轨道接头间隙不超过5mm,

高低和内差不大于2mm；轨道间距为0.8m,构件齐全紧固有效，轨道距迎头每

300nl要集中铺设一段，严禁不同轨型的钢轨混用。运输沿线要保持清洁无异物,

平稳畅通，并且要保证道岔使用灵活可靠。

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第五节设备及工具配备

附：设备工具配备情况表

设备工具配备表

序号名称型号单位数量备注

1掘进机EBZ-135型台1

2桥式转载机QZP-100台1

3带式输送机SJ—800台3

4锚杆钻机MQT130/3.0C台3

5局部通风机2X22KW台2

6移变KBSGZY400KVA台1

7移变KBSGZY200KVA台1

8风电闭锁馈电KBZ40A台2

台

9馈电开关QBZ200A1

10综保开关ZBZ4.0M台2

n涨紧绞车开关QBZ80A台1

12皮带机开关QBZ200A台3

13水泵开关QBZ30A台3

14局扇开关QBZ4X80台1

15潜水泵台1

16凿岩机气腿式7655型台3

17激光指向仪JB2-1台4

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第五章生产系统

第一节通风系统

采用对旋式压入式通风，选用对旋式FBDYNO.6.0/2X22KW型局部通风机,

其实际吸风量为300m7mino通风机安在二采区轨道大巷距三联巷不小于50

米处，最长供风距离UOOni。采用双风机双电源，并能自动切换。

一、掘进工作面风量计算：

每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化

碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行

计算，然后选其中最大值。

（一）按瓦斯涌出量计算：

Q掘=100Xq瓦掘Xk掘通

式中：Q掘一掘进工作面实际需要的风量，（nf/min）；

q瓦掘一掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，（m'/niin）；

k掘通一掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的通风系数，

取k掘通=1.8O

Q掘=100X0.3X1.8=54（m3/min）。

（二）按人数计算：

Q掘=4XN（m3/min）

N：----掘进工作面当班同时工作的最多人数，取22人。

Q掘=4X22=88（m3/min）

（三）按局部通风机的实际吸风量计算：Qhf=QafXI+60X0.15Shd

=300X1+60X0.15X9.4=385m3/min

式中：Qaf一局部通风机实际吸风量，300m7min

I一掘进工作面同时通风的局部通风机台数，1

0.15一无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速

院一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，9.4m2

（四）按最低风速验算：

验算最小风量：

Qaf^60X0.25Shf=60X0,25X13.02=195.3m7min

3

验算最大风量：Qaf<60X4.OShf=60X4.0X13.02=3124.8m/min

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式中：Shf---掘进工作面的断面积13.02m2。

按照《煤矿安全规程》规定：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、煤和半煤岩巷不小于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，造成瓦斯集聚。

根据以上计算结果，确定该掘进工作面选用FBD/52X22kW局通风机，其

实际吸风量为300nfVmin,选用巾800mm风筒。

二、掘进工作面风速验算

按风速验算

V=Q掘/(60XS净)=455/(10.4X60)=0.73m/s

式中：V-掘进工作面风速，m/s

Q掘----掘进工作面风量，m3/min

S净——掘进工作面净断面，/；

通过以上计算及验算，选择对旋式FBDYN0.6.0/2X22KW型局部通风机，使

用直径800mm阻燃风通供风，可满足掘进工作面的风量要求，并符合煤矿安全规

程的煤巷最低风速0.25m/s和最高风速4m/s的规定。

三、通风系统：

新鲜风流：副井一1273水平车场一一采区轨道下山一二采区轨道大巷一局

部通风机一工作面迎头。

回风风流：工作面迎头一二采区4#联巷一二采区回风大巷一一采区回风下山

一总回风巷一风井一地面。

附：通风系统示意图。

第二节压风系统

风源来自地面压风机房，经副井中敷设的压风管路至1273车场、一采区轨

道下山、二采区轨道大巷接入工作面迎头。地面风压为0.8MPa,迎头风压为

0.7MPao

压风系统：

地面风压机房一副井一1273井车场一一采区轨道下山一二采区轨道巷一工

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作面迎头。

第三节瓦斯防治

1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少二次到迎头检查瓦斯，并

及时了解工作面有害气体情况，班组长利用便携式甲烷报警仪随时检查作业地点

的瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。

2、当风流中瓦斯浓度达到1%(瓦斯报警点为1%)时，必须停止工作，进

行处理；瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

掘进机同机上岗前必须携带便携式瓦斯报警仪，对现场进行不间断监测；掘进工

作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内，必须

停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

3、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并

将处理结果记入专用记录本中备查。

4、甲烷传感器、一氧化碳传感器一组吊挂在工作面迎头5nl以内的回风侧,

一组吊挂在距回风口10-15m处。距顶板不大于0.3m,距巷帮不小于0.2m,风量

传感器固定在距迎头第二节风筒上。

5、防止煤层自燃发火的措施：

(1)掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。

(2)凡发生冒高超过2nl或空洞体积超过6股的情况要及时填实或设导风

板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。

(3)建立完善的防火管路系统(与防尘共用)，管好用好本工作面防火管

路、装备及设施。

(4)完善监测系统，一氧化碳报警浓度0.0024%。

第四节防尘系统

防尘水使用地面蓄水池向井下供水，经副井中敷设的供水管路至1273水平

车场、1901采区轨道下山、二采区轨道大巷、2#联络巷、二采区回风大巷接入迎

头。水管距迎头20m范围内使用4寸分胶管，20m外使用4寸分钢管，供水胶管

通过分水器与供水钢管相连，掘进工作面供水管每50米安一个三通。喷雾帘喷

嘴方向与风流的方向相反，且喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。

工作面的巷道要保持湿润，走路时(煤)岩层不飞扬，巷道口的水管、风管、

22

风筒、电缆迎风面的煤尘厚度不得超过2mm,巷道底板煤尘不得有超过2mm,连

续长度不得超过5nl的堆积。

降尘方法：采用割煤喷雾、装煤岩洒水、定期冲刷岩帮、开放水幕。

防尘系统；

地面水源一副井一1273车场一一采区轨道下山一二采区轨道巷一工作面迎

头。

I—＞风钻、锚杆钻机

卜一转载点喷雾装置

一I—＞巷道内水幕

卜一扒装洒水、冲洗岩帮水管

I—*综掘机喷雾

第五节防灭火

二采区轨道大巷掘进采用综掘机割煤岩，锚、网、索、梁、喷浆作为永久支

护，防火重点防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾，为了防止火灾发生，必

须采取以下措施：

防灭火的主要措施是加强机电设备管理，杜绝失爆现象。

电器设备火灾用巷道中有备用的沙子、岩粉直接灭。并务有干粉灭火器。

井下使用的润滑油、棉沙、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专

人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。

防火水源来自地面向井下供水，经副井中敷设的供水管路至1273车场、9

煤轨道下山、二采区轨道巷接入迎头。水管距迎头20m范围内使用4寸分胶管，

20m外使0108mm钢管，供水胶管通过分水器与供水钢管相连，掘进工作面供水管

每50米安一个三通。

防火系统：

地面水源一副井一1273车场一一采区轨道下山一二采区轨道巷一工作面迎

头。

第六节安全监测系统

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：

1、区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲

23

烷进行不间断的监测。掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。

2、当班的班组长、放炮员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，便携式甲烷

报警仪必须保证常开，当报警时，必须停止工作，及时汇报进行处理。

3、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪,

在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度。有报警现象时，不通电或检修。

二、甲烷和C0传感器及甲烷断电仪的配备和使用：

距迎头不大于5m的巷道内无风筒一侧，必须安设甲烷和C0传感器；在工作

面回风流中设置甲烷和C0传感器，距回风口10-15米。其报警浓度为N1.0%。

甲烷断电浓度NL5%,复电浓度〈1.0%,断电范围为掘进巷道内全部非本质

安全型电器设备。甲烷传感器应布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于

300mm,距巷帮不得小于200mm。

矿井有害气体最高允许浓度

名称最高允许浓度（％）

一氧化碳co0.0024

氧化氮（换算成二氧化氮N02）0.00025

二氧化硫so20.0005

硫化氢H2s0.00066

氨阳0.004

三、