煤矿掘进作业规程

毕节市上甲马煤矿二水平总回风下山掘进作业规程编号掘2009号工作面名称编制人施工负责人矿总工程师矿长批准日期2009年5月日执行日期2009年5月日目录会审意见第一章概况第一节概述（5）第二节编写依据（5）第二章地面位置及地质概况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况（5）第二节煤岩层赋存特征（6）第三节地质构造第（7）第四节水文地质（7）第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置（8）第二节矿压观测（8）第三节支护设计（8）第四节支护工艺（9）第四章施工工艺第一节施工方法（12）第二节凿岩方法（13）第三节爆破作业（13）第四节装载与运输（14）第五节管线及轨道敷设（14）第六节设备及工具配备（14）第五章生产系统第一节通风（15）第二节压风（16）第三节瓦斯防治（16）第四节综合防尘（16）第五节防灭火（16）第六节安全监控（16）第七节供电（17）第八节排水（17）第九节运输（17）第十节照明、通信和信号（17）第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织（17）第二节作业循环（18）第三节主要经济技术指标（19）第七章安全技术措施第一节一通三防（20）第二节顶板（21）第三节爆破（22）第四节防治水（24）第五节供电（24）第六节运输（25）第七节其它（27）第八章灾害应急措施及避灾路线第一章编制概况第一节概述一、巷道名称巷道名称二水平总回风下山。二、掘进目的及用途本巷道属矿井开拓巷道,是第二水平延伸水平的总回风斜巷，专为第二水平回风用。三、巷道设计长度及服务年限巷道设长总长度247米，其中下山长度247米，井底车场及联络巷538米，共计3008米。四、服务年限1478年五、预计开工竣工时间经研究决定于2009年5月份开工，预计2008年11月上旬竣工。总时长34个月。第二节依据一、设计说明及批准时间我矿开采方案设计变更，由贵州省鑫能煤炭工程设计咨询有限公司于2008年3月修改完毕,同时上报省煤炭管理部门审批，省煤炭局以黔煤规字2008385号文批准。安全专篇设计也由贵州省鑫能煤炭工程设计咨询有限公司于2008年3月修改完毕，于2008年10月7日经贵州省煤矿安全监察局水城分局以黔煤200889文批准,同意按修改的上甲马石煤矿安全设施设计（修改）施工建设。二、地质说明及批准时间贵州省煤田地质局一七四队，在2003年3月编制了贵州省毕节市上甲马石勘查地质报告，并同期经省国土资源管理部门审批，省国土资源局以黔国土资储函2003第11号批复、备案。三、矿压观测资料矿压资料，暂未经实际收集，采用类比法确定。建井期间开展矿压观测，并据实际资料指导建井施工。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上甲马石煤矿位于贵州省毕节市长春镇，行政区划属毕节市长春镇管辖。矿井距毕节市14KM，距326国道600M，至毕节电厂约16KM。交通方便。开拓区对的地表，属剥蚀型中低山山地地貌，区内总体中部较高、四周相对较低，属中高山地形。井田内最高点位于井田中部蚊子山顶，标高为20555M，最低点位于南部边界拐点E附近的冲沟中，标高1620M左右，相对高差为4355M。表1井上、下对照关系情况表水平名称二水平采区名称二采区地面标高/M19901950/19井下标高/M15961500/M60地面相对位置地表上部为山林地及旱土井下相对位置及掘进巷道的影响地表无建筑物、公路等设施，亦无水体河流。井下与地表高差400M，对表无影呼邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响井巷斜上方是矿井的主平峒，西向上是已开拓完毕的一采区；北东向上是沿5煤布置的二水平运输下山及503、504工作面部分井巷，南向上无井巷工程。工程间互无影响。走向长/M略倾斜长/M247面积/略第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、顶板、坚固性系数、层间距（1）煤层本矿龙潭煤系主要为陆相沉积。岩性由灰色粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层组成，厚度约200M左右，含煤12层，含煤总厚1127M，含煤系数56，可采或局部可采煤层3层自上而下编号为5、7、9号煤层，均集中在龙潭组上段P2L3。中段P2L12和下段P2L1一般含薄煤层线3层和6层，无开采价值。7号煤层在区内。大部分处于临界可采厚度之下，属局部可采煤层；5、9号煤层为区内主要可采煤层。现描述如下5号煤层俗称“K1”，位于龙潭组上部，全层厚度090150M，一般120M，无夹矸，采用厚度115128M。顶板岩性主要为粉砂质岩或粉砂质泥岩，底板岩性为泥岩或粉砂岩。上距长兴组底界（P2C）15M。9号煤层俗称“K2”，位于5号煤层之下8M左右，全层厚度235274M，一般250M。含13层厚010035M泥岩或炭质泥岩夹矸，采用厚度252253M。底板一般为泥岩，吸水后易膨胀。下距茅口组灰岩170M左右。可采煤层特征见下表。煤层特征表顶底板岩性煤层编号煤层厚度M层间距M煤层结构煤层稳定性煤层倾角顶板底板50915120简单较稳定25粉砂质岩或粉砂质泥岩泥岩或粉砂岩92352742538较简单较稳定25泥质粉砂岩泥岩（2）煤质1物理性质5号煤层黑色，玻璃光泽，成分主要为亮煤，夹少量镜煤和丝炭，多为块状，条带状结构，质较硬，具阶梯状断口，含少量结核状黄铁矿，半亮型。9号煤层黑色，玻璃光泽，粉粒状为主，少量碎块状，以亮煤为主，夹少量镜煤和丝炭，性脆，内生裂隙发育，其中充填较多方解石薄膜，煤质松软，半亮型。2化学性质本矿可采煤层为中灰分、低中硫、特高热值无烟煤。（3）煤层顶、底板情况（见表2）表2煤层、顶底板情况表指标参数备注二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤层爆炸指数矿井矿井为高瓦斯矿井，但煤层的突出性未作鉴定，按相关文件精神定为“突出煤层管理”。5号煤层厚度（最小最大平均/M1307/11岩层倾角（最小最大平均）/（）1535/25煤层硬度F20煤层层理（发育程度）不发育煤层节理（发育程度）不发育自然发火期/D无自然发火倾向瓦斯涌出量巷道沿煤系地层布置,瓦斯涌出量一般。按往年瓦斯等级鉴定资料，绝对量032M3MIN。煤层爆炸指数/未计算顶底板名称岩石类别厚度/M岩性基本顶直接顶粉砂岩1006深灰色，质细、性脆，节理发育，含水性差，F34伪顶炭质页岩010灰黑色，页发育，随采随落，F2自接底粉砂岩2254深灰色，质细、性脆，节理发育，F34底板基本底根据六枝工矿（集团）恒达勘探设计有限公司实验室2006年8月所作的鉴定报告，C1煤层有爆炸性，C6煤层有爆炸性，其它煤层未作鉴定。C1煤层为二类自燃煤层，C6、C22煤为三类不易自燃煤层，C18煤暂未作鉴定。第三节地质构造矿区构造较为简单。仅局部见小断层，对施工影响不大。未发现岩浆岩侵入现象，亦未见陷落柱。表4断层情况表编号断层名称构造性质走向/（）倾向倾角/（）落差/M对工程的影响1F1正断层67N602对工程的影响大第四节水文地质一、水文情况矿区内地下水类型主要为基岩裂隙水，松散岩类孔隙水，其次为碳酸盐岩溶裂隙水。（1）、碳酸盐岩岩溶裂隙水含水岩组主要赋存于二叠系上统长兴大隆组的灰岩中。由于抗风化能力强，地表地势较陡，不利于大气降水的补给，排泄条件也较差，大气降水通过垂直岩溶裂隙补给含水层，并通过岩溶裂隙、溶洞汇集、径流和排泄，含较丰富的岩溶裂隙水，富水性强。（2）基岩裂隙含水岩组主要赋存于三叠系下统飞仙关组T1F碎屑岩和二叠系上统龙潭组P3L的煤系地层中。其中三叠系下统飞仙关组含风化裂隙水，具有较好的隔水性能，区域上起隔水作用；下三叠系上统龙潭组由细砂岩、砂岩，泥质粉砂岩及煤层组成，为矿区直接充水岩层，含裂隙水，为弱含水层。（3）松散岩类孔隙水含水岩组，为矿区赋存于第四系（Q）残坡积层孔隙内，矿区内主要分布河流两侧、山麓处及地形较缓地带。小于10米，一般厚度052米。地下水赋存条件较差，枯水季一般不含水，局部松散层厚度较大地带，含少量孔隙水。老窑水本矿为整合矿井，原各井的系统较为健全，井巷多，已具备大的积水空间，是本矿的主要突水水源。二、主要构造的水文地质特征断层破碎带裂隙含水岩组鉴于矿界内地层泥质岩较多，在构造应力作用下，原岩结构虽遭破坏，但裂隙皆紧闭，又在地下水的作用下，断层带往往造成隔墙。一般不导水。三、矿井充水因素分析本矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。但随着整合后生产规模的扩大，矿井涌水会增加较多。地表产生塌陷后，地表水可直接溃入井下，应对地表水沟溪进行疏引，防地表水直接溃入井下。四、矿井涌水预计矿井正常时涌水约100吨/时，雨季可达150吨/时。属小水矿井，掘进中可见淋水现象，对施工有一定的影响。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置（1）车场段接1835开始，成环形布置详见井巷车场设计图。（2）副井上山从车场尾部起，按134。13，15”方位，以12米半径竖曲线掘起坡道5米，然后仍按起坡道方位以20。20，倾角，掘上山与副井落平甩道贯通（测经34点间）。第二节矿压观测锚杆锚固力检测掘进过程中，每班安注的锚杆要用扭矩扳手逐根进行检测，凡扭紧力矩达不到120NM的锚杆要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中备案。锚固力测定用LDZ200拉力计进行抽测，抽测面达30。凡达不到设计锚固力的要补打安装。第三节支护设计一、巷道断面断面均为圆孤拱型断面。车场S净836,S荒95。副井上山S净46,S荒54（详见断面设计图）。二、支护方式（一）永久支护巷道永久支护方式采用喷锚、锚网喷支护，锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800800。每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固，锚固剂型号MSK2535。网为35的冷拔丝编制的方格网,网的规格长宽为20001000,网要压茬连接。喷浆所用水泥为425号普通硅酸盐水泥,砂为纯净的河砂,石子直径不大于15,并用水冲洗干净,混凝土中水泥沙石子配合比为122当采购河砂时有困难时,按水泥与碎碎石比13。（二）按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算副井上山LKHL1L2204040113按矿材料实际取14米井底车场LKHL1L220580401166按矿材料实际取18米式中L锚杆长度，M；H冒落拱高度，M；K安全系数，一般取K2；L1锚杆锚入稳定岩层的深度验，一般按经验取04M；L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取01M。其中HB/2F24/2304M或HB/2F35/23058M式中B巷道开掘宽度，取副井上山24M、井底车场取35M。F岩石坚固性系数，砂岩取3。则2、锚杆间距、排距计算设计时令间距、排距均为A，则AQ/KHR式中A锚杆间排距，M；Q锚杆设计锚固力，64KN/根；H冒落拱高度，取061M；R被悬吊砂岩的重力密度，取19992KN/；K安全系数，一般取K2。A642046199921/21581M施工时取A800。通过以上计算，选用直径18、长度1400或长度1800的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距800。锚杆打设后要及时全断面挂冷拔丝网。相邻两块网之间要压茬连接，压茬长度不小于80，每隔200有一个连接点。工作面爆破后要及时初喷，初喷厚度为3040，爆破前初喷至工作面，爆破后不大于10M；复喷厚度为4050，复喷后总厚度为80。复喷距工作面不得超过6M。爆破前锚网支护到工作面不大于07M，爆破后锚网支护到工作面不大于17M。当围岩稳定性较差时，锚杆间、排距缩小至600，并用自制拱型支架加强支护。洒水养护时间不少于28D。（三）临时支护（1）锚网作临时支护。爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩，进行锚网支护后,施工人员方准进入迎头作业；（2）顶板较破碎时，打超前锚杆作超前临时支护。（四）加强支护巷道永久支护后，施工过程中，根据围岩变化情况或在施工交岔点及过断层时要采用加强支护，棚距1000，棚间用钢筋拉条联锁，拱型梁与腿间扣件牢固。第四节支护工艺一、锚网喷支护（一）支护材料1、锚杆及锚固剂锚杆采用5A5钢制成的等强度螺纹钢锚杆，直径为18，长度为1800或长度1400。每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不少于200，锚杆外露长度为3050,托盘为正方形,规格长宽为130130,用10钢板压制成弧形树脂锚固剂直径为25,每块长度为350,锚杆均使用配套标准螺母紧固,锚固剂型号为MSK2535,每根锚杆锚固力不小于64KN35MPA。2、网采用直径35的冷拔铁丝制作的经纬网,网的规格为长宽20001000,网格为长宽100100,网要压茬连接,搭接长度不小于80,相邻两块网之间要用14号铁丝连接,连接点要均匀布置,间距200。3、喷射混凝土必须采用标号不低于425号水泥,含水率为46石子粒直径小于20,将粒径大于15的石子控制在20以下,石子过筛,并用水冲洗干净。混凝土抗拉强度为22MPA，配比为水泥砂石子122。速凝剂型号为J85型,掺入量一般为水泥重量的235,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。二锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前,首先严格按中、腰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向里、先顶后帮的顺序检查顶帮,找掉活矸危岩,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100,眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钻钎上做好标志,严格按锚杆长度打锚杆眼,深度17M。打眼应按由外向里、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，眼孔方向不得有人，然后把2块树脂锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入锚杆眼内，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。开动锚杆钻机，使锚杆安装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，方可撤去锚杆安装机。搅拌旋转大于15S后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽。12MIN后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于120NM，锚杆盘要紧贴岩面。（三）喷射混凝土1、准备工作（1）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求（复喷时），发现问题应及时处理。（2）清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。（3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。（4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。（5）喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0810M为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应比清底并翻拌3遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力为04MPA,水压应比风压高01MPA左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0405之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度5070，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2H。否则，应用高压水重新冲洗受喷面。3、喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28D以上，7D以内每班洒水1次，7D以后每天洒水1次。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并用将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过15，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不得超过30。开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作台开始后，严禁中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝4、喷射质量喷射前必须清洗岩帮、清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙”、“赤脚”。5、支护材料每米用量锚杆15套、树脂锚固剂30块、冷拔钢丝网45块、水泥0242T、石子0373、沙子0373、当围岩稳定性较差时,要加挂钢筋梯支护,排距为600,钢筋梯4根施工中备用材料不少于2D的用量,并在工作面外100M专用料场中挂牌管理,码放整齐。二、加强支护巷道永久支护后，施工过程中，根据围岩变化情况或在施工交岔点及过断层时要采用加强支护，棚距1000，棚间用钢筋拉条联锁，拱型梁与腿间扣件牢固。三、巷道道工程质量规定锚网喷支护巷道工程质量规定见表5表5锚网喷支护巷道工程质量规定表或后为车场参数质量标准项目优良/合格/部位巷道规格/拱基线1100或1600墙中1100或1600巷道中心线至左帮01000150墙脚1100或1600拱基线1100或1600墙中1100或16001100或1600净宽巷道中心线至右帮01000150墙脚腰线至拱顶1200或1600巷道净高01000150腰线下1000株排距/100800800孔深/050锚杆规格181800外露长度/50角度（）75锚固力/KN6464/根锚杆距工作面距离/M12强度/MPA150150抗拉强度16,抗压强度22150左墙右左喷射厚度/拱10右20表面平整度/50实测基础深度/10实测喷射质量初喷距工作面距离/M0喷射混凝土复喷距工作面距离/M6金属拱形支架棚距/1002000中心位置/50巷道中线至水沟距离/10501550宽度/30300深度/30200水沟距工作面距离/M20周边眼线痕率160工业卫生巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道开口施工方法1、施工前技术部门必须提前标定开门位置，标定巷道中腰线，施工单位严格按线施工。2、开门前，必须对开门口左右各10M巷道支护进行检查加固，并将各种管道、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。3、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。二、喷锚喷施工方法1、掘进班施工方法（1）迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活矸危岩，然后对迎头暴露围岩进行初喷，初喷厚度5060；（2）迎头初喷并初凝20MIN后，打迎头耙装吊挂眼，对迎头矸石进行耙装；耙装后没有初喷上的围岩要重新进行初喷；（3）由外向里打设起拱线以上锚杆。2、喷浆班施工方法（1）迎头施工36M后，首先按由外向里、由上而下的顺序打设起拱线以下锚杆，并挂网至腰线以下10M,锚杆盘压网要实,连好网；（2）喷浆盖网，喷层厚度为4050，喷后不露网筋，达到设计总厚度80。3、揭露煤层的施工方法巷道遇变化揭露煤层时，每次打眼深度为08M，锚杆的株排距缩小为06M，打好超前锚杆，并按规定要求及时架设金属拱型支架。具体揭煤防突安全技术措施另行编制第二节凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。1、打眼机具采用YT2324型风钻打眼，拱部锚杆眼采用MQT130B型风动锚杆机打眼，安注锚杆时使用锚杆钻机，风源来自地面压风机房。2、装载、运输及喷浆施工中采用P15B型耙斗式耙装机装岩（暂定）（煤）、1T矿车运输，平巷人力拥车，喷浆机的型号为PC7I（B）型。3、降尘方法湿式打眼、水炮泥装药、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。第三节爆破作业掏槽方式为楔形掏槽法。1、炸药、雷管使用煤矿许用乳化炸药、毫秒电雷管，电雷管必须编号。2、装药结构反向装药结构。3、起爆方式起爆使用MFD100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串、并联联线。4、巷道采用光爆锚喷向前掘进，根据围岩硬度周边眼距定为350400，抵抗距为500。周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0708为宜,而在软岩中取0608为宜。周边眼全部预留光爆层,光爆层厚度400500。炮眼利用率为100，残眼率达到60以上。井底车场及副斜井上山爆破说明见下表6。表6爆破说明表装药量角度水平竖直炮眼名眼眼深/眼距/抵抗线眼数/每孔装总装药总装重左度右度仰度零度俯度爆破顺封泥长度联线方装药结称号MM/M个药量/块量/块量/KG序/M式构掏槽眼141610054204327272000105辅助眼5161605212104489000020505周边眼18191603505141045681818100405底眼3035160450561042490900081505底角眼171605212040481008150505合计35164串并联连线反向装药结构车场部分装药量角度水平竖直炮眼名称眼号眼深/M眼距/M抵抗线/M眼数/个每孔装药量/总装药量/块总装重量/KG左度右度仰度零度俯度爆破顺序封泥长度/M联线方式装药结构块掏槽眼141610054204167272000105辅助眼511160527104289000020505周边眼18281603505111044481818100405底眼1317160450561042490900081505底角眼121605211040481008150505合计28116串并联连线反向装药结构副斜井部分第四节装载与运输一、装载人力扒矸，上山用搪瓷溜槽溜矸，至下部起坡点直接装入矿车。下山口安设装矸台。上山溜矸与行人间用木顶柱钉一板子分隔开，一边行人，一边溜矸。二、运输施工中采用1T矿车运输，平巷人力推车。上山人工运料。第五节管线及轨道敷设一、管线在掘进施工中电缆敷设在人行道一侧，风水管、风筒敷设在非人行道一侧。电缆钩固定在腰线以上08M处，每隔3M一个，电缆垂度不超过50。水管固定在腰线以下02M处，风管固定在腰线以下03M处，接口严密，不得出现漏水、漏风现象。水管吊挂在腰线以上11M处，环环吊挂，风筒口距工作面不得超过5M。二、轨道掘进时铺设15/M的轨道，轨距600，枕木规格（长宽厚）为1000150120，轨枕间距不大于1M。铺设的轨道必须符合“质量标准化验收标准”中的规定，轨距误差不大于10、不小于5；轨道间隙不超过10；内外错不大于5。轨道构件齐全、紧固有效，轨道距工作面为620M。第六节设备及工具配备设备及工具配备见表8。表8设备及工具配备表序号设备工具名称型号规格功率/KW单位数量备注1局部通风机FDB5/27515台2备用1台2风动锚杆机MQT130部2备用1部3耙装机（暂定）P15B15台14风钻YT24部2备用1部5喷浆机75台16风镐GT10P部17照明综保BKZ44KVA台18煤电钻（揭煤时用）MZ1215台19液压锚杆测力计ML200台110力矩扳手把1第五章生产系统第一节通风一、掘进工作面风量计算根据“希望煤矿矿井风量计算细则”的有关规定，以巷道断面和煤矿安全规程规定的最低风速确定掘进工作面最低风量，按巷道设计最大供风距离和风筒百米漏风率反算风机吸风量；以风机吸风选定风机型号，从而确定风机的最大工作台风量；以风机最大工作风量加上风机安装位置巷道最低风速的风量，确定整个掘进工作面的全风压供给的风量（即掘进工作面的总风量Q掘全）。按以下3个步骤计算，最后进行验算。1、掘进工作面最低需要风量Q掘SV式中Q掘工作面最低需风量,M3/MINS掘进巷道断面,取最大处95V掘进工作面最低风速,按15M/MINQ掘95151425M3/MIN2、掘进工作面局部风机选型Q吸Q掘/（1P百）1425/10011439M3/MIN式中Q吸局部通风机需要的吸风量,M3/MINQ掘工作面最低需风量,M3/MINM独头通风百米长度指数,最大通风长度260,取11P百风筒百米漏风率,查表取002据上述计算,选用JBT11KW风机,其吸风量150200M3/MIN3、工作面全风压计算按照煤矿安全规程规定；局部风机安装地点到回风口间，巷道的最低风速不得低于015M/S，最后确定全风压供给掘进工作面的风量。Q掘全Q吸9S1425941785M3/MIN式中Q掘全全风压供给掘进工作面的风量，M3/MINQ吸选定局部通风机的最大吸风量，M3/MINS局部通风机安装地点的断面；局部通风机安装地点选于1838大巷中部，断面S4。该处通风量900M3/MIN以上。4、掘进工作面风量验算（1）按掘进工作面温度和炸药量验算。按一次起爆的炸药量计算Q25AM3/MIN258200M3/MIN式中25爆破1公斤炸药需要的稀释风量，M3/MINA一次起爆的最大炸药量，；按工作面温度在22度，查表得需风量60M3/MIN2按瓦斯绝对涌出量进行验算Q100KPM3/MIN1000321548M3/MIN式中P掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN100每分钟稀释1M3的风量所需要的空气K瓦斯涌出不均衡系数，K15。3按工作面同时工作的最多人数进行验算,每分钟供风量不小于4M3/MIN人Q掘/N4M3/MIN人同时工作人数按定员11人,其它3人,合计风量56M3/MIN4按二氧化碳涌出验算。按本矿风量计算办法不需验算。通过上述计算,选用JBT11KW的局扇,配直径500的风筒,可满足工作面供风。二、局扇安装地点及通风系统局部通风机安装在1838大巷中部（距回风口20米）的新风流中，掘进过程中通风系统调整、变化时，必须及时调整通风机的安装位置并编写补充措施。通风系统局部风机1838大巷掘进工作面（污风）1838大巷6煤回风联络眼采区中间石门采区回风巷回风立井地面。第二节压风风源来自地面压风机房，主供风管85的钢管,经主立井到1838大巷支管采用25的铁管延接至工作面。地面风压08MPA,供风量9M3,至工作面最低风压06MPA。压风系统地面压风机房主立井1838大巷工作面第三节瓦斯抽放本矿井为技改矿井，全为基建工程，但现已有瓦斯抽放系统，本着“三同时”的原则，布置煤巷掘进工作面时再进行抽放工作。如遇石门掘煤，经预测预报，需采取预抽放措施再揭煤时,依措施施工。第四节综合防尘防尘水源引自地面消防水池，经主立井到井度车场，在1838大巷敷设防尘用水支管，每时每50米设三通一个。工作面设三道喷雾。第一道为工作面爆破喷雾，在工作面迎头10米范围使用，爆破后开启喷雾，爆破结束后并闭。第二道为耙装喷雾，安设在耙装机卸料槽正中，耙装过程中使用。第三道为回风喷雾，安设在回风流与全压风混合流处20米范围内，为一常开水幕。施工过程中采用湿式打眼、个体佩戴防尘口罩、水泡泥封孔、爆破喷雾、装岩洒水、冲洗岩帮、净化风流等综合防尘措施。需安隔爆水袋时，安装要求距工作面60100米，长度30米，水袋间距23米。防尘系统地面消防水池主立井1838大巷工作面（供湿式打眼、巷道水幕、耙装机洒水、冲洗巷帮等）第五节防灭火煤层暂无自燃发火现象。施工过程中要及时冲洗巷帮，并由瓦检员进行经常性检查。在1835大巷及临时机电峒室建有消防器材库，存有灭火砂和灭火器。防灭火系统地面消防水池主立井1838大巷工作面（供湿式打眼、巷道水幕、耙装机洒水、冲洗巷帮等）第六节安全监控一、便于工作携式甲烷报警仪的使用1、按规定，队长、技术人员下井时，必须携带便携式甲基烷报警仪，对其管理范围攻内的皿烷进行不阐断的监测，如有报警现象必须进行处理。2、爆破工担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并作记录，上井后填写相应报表。3、当班的班长下井必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5米范围内无风筒的一侧，当报警仪报警时，停止工工进行处理。4、机电流动电钳工下井担任机电维修工作时，也要携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20米范围内检查甲烷浓度，仪器不报警时不得进行送电及检修工作。二、甲烷传感器的配备和使用1、掘进工作面甲烷传感器安设在工作面不大于5米的巷道范围内，其报警浓度的设置为CH410，断电浓度为CH415，复电浓度为CH410以下。断电范围为掘进巷道内全部的非本质电器设备。2、甲烷传感受器京戏安设在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300，距巷帮不得小于是200第七节供电一供电系统1、该掘进施工中电源直接引自地面配电房，经副井到1838大巷。共引入两路电源。井下配电点安设一台检漏继电器对动力电源实行绝缘监视。2、工作面总装机容量288千瓦。3、工作面供电电缆及开关设备名称数量1号开关2号开关3号开关A整定计算第八节排水本工作面，不另行单独装设水泵，工面的涌水由大巷水沟流入矿井主水仓，后排至地面排水系统工作面大巷水沟中央水仓立井地面第九节运输1、运矸工作面副井井底车场1838大巷井底车场立井地面2、运料地面立井井底车场1838大巷副井井底车场工作面第十节照明、通信和信号一、照明，施工照明由工作面综保开关供电。二、通讯、工作面安设电话机一部，经矿内总机与其它地点联系。第六章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织巷道掘进采用每天“三八”制一天3班,每班8H组织生产，“喷锚喷”每班一个循环，循环进尺1M。劳动组织见表9、表10。表9锚网喷支护劳动组织表出勤人数/人延续时间222324123456工种计67891011121314141516171819202122打眼工3339打眼爆破工1113耙装司机1113绞车司机1113推车工2226维修工1113轨道维修工1113班长1113拌料工兼2兼2兼2兼6上料工兼2兼2兼2兼6喷浆司机兼2兼2兼2兼6合计11111133表10复喷支护劳动组织表出勤人数/人延续时间22232412345667891011121314工种计141516171819202122打眼工3339绞车司机1113推车工2226维修工1113轨道维修工1113拌料工兼2兼2兼2兼6上料工1113喷浆司机1113班长1113合计11111133第二节作业循环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。锚网喷正规循环作业图表见表11。表11锚网喷正规循环作业图表22232412345667891011121314班次工序名称时间/MIN141516171819202122交接班准备15打眼150装药连线爆破30通风15掘进找顶10拌料60初喷60装岩120打起拱线以上锚杆挂网120质量检查、验收20班全循环通风480交接班15找顶、检查锚杆支护15打起拱线以下锚杆挂网90冲刷巷帮20复喷成巷300拌料240复喷班清理、质量验收40第三节主要技术经济指标主要技术经济指标见表12。表12锚网喷技术经济指标表序号项目参数备注1工作面长度/M8002巷道荒断面/1083每循环在册人数/人134每循环出勤人数/人115出勤率/856循环进度/M17效率/（M/工）0098月循环次数/个90按30D/月计算9月进度/M9010循环率/9011炸药定额/（/M）10812雷管定额/（个/M）4313坑木定额/（M3/M）00114锚杆定额/（套/M）1515冷拔丝网定额/（块/M）4516水泥定额/（T/M）024217石子定额/（M3/M）037318砂定额/（M3/M）0373第七章安全技术措施第一节一通三防一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于10M，以保证工作面有足够的风量。漏风率不得超过3。3、管理好本工作面调节风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护瓦斯牌板。4、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转。局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置一设置“严禁人员入内”的警戒牌，工作面禁止爆破，自动停电时，要撤出人员，待查明原因、确认安全后再启动。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源。恢复通风时，必须检查瓦斯。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得超过05时，方可人工开启局部通风机。6、局部通风机必须使用风电闭锁，使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电或采煤工作面分开供电。7、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不得超过10和最高二氧化碳浓度不得超过15时，并且符合煤矿安全规程开启局部通风机条件时方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。8、巷道贯通、预透必须遵守下列规定（1）掘进巷道贯通预透前20M，通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。（2）贯通预透时，必须由专人在现场统一指挥，停掘、预透的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面扩其回风流中的瓦斯浓度；瓦斯浓度超限时，必须停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在两个工作面内及其回风流中的瓦斯浓度都在01以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，两个工作面入口必须有专人警戒。二、综合防尘1、湿式钻眼，打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20M范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于规定一次药所用已灌好水的水炮泥。装药必须使用水炮泥。3、耙装机卸料槽正中合适位置安设水幕，实现耙装喷雾。耙装前对煤、岩堆洒水。4、距工作面612M安设风动爆破喷雾，爆破工在连线后向外敷设母线开启喷雾，爆破结束后进入工作面关闭喷雾。5、掘进工作面的回风口混合风流处20M范围内，安设一道能封闭全断面的正常开净化水幕，并及时挖临时水沟排出积水。6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。7、防尘管路必须接至工作面，每100M设置三通一个，以便及时降尘。三、防尘管理巷道掘进过程中采用电煤钻（或风钻）凿岩，防火重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电器设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。2、因机械磨擦生热、油脂、沙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、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10M内支护，在爆破前必须检查。2、掘进中施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是打眼装药、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。3、找顶工作必须遵守下列规定（1）找顶工作应有2名有经验的人员担任，1人找顶、1人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。（2）找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部、后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。（3）找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。（4）顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、每次爆破后，工作面工作人员要等迎头炮烟被吹散、视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆（支架）等情况，经紧好锚杆（支架）后方可在有效支护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。5、打起拱线以下锚杆若有片帮危险时必须采用23棵点柱作为临时支护。点柱选用直径大于或等于200的优质坚韧圆木制作。点柱上端用木楔加紧，下端有不少于200深的柱窝，并支在实底上，点柱均匀布置顶牢人片帮危险处，并经常检查点柱牢固情况，发现问题及时处理。6、复喷时，必须遵守下列规定（1）电缆、风筒、电气设备复喷时必须用小料遮掩好，防止喷浆破坏电缆或风筒。（2）复喷时，应保持工作面正常供风。（3）打锚杆眼时，采用长、短钎套的使用方法施工。7、复喷前必须认真用水冲洗巷道喷体，把粘在喷体上粉尘等全部冲洗干净，严禁不冲洗或冲洗不干净就直接在其上复喷。8、复喷浆时，必须撤出工作面其他施工人员，严禁与工作面平行作业。9、锚网喷巷道洒水养护，7D以内每班洒水一次，养护时间不少于28D。10、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。11、每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收；当班测定合格的锚杆，须由验收员记录于原始记录本中，存好备查；凡是锚固力达不到64KN/根（合35MPA）、扭紧力矩小于120NM的锚杆应当班补打，重新安装。12、顶板锚杆在做拉力试验时，必须遵守下列规定（1）紧固锚杆周围相邻锚杆。（2）在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板。（3）做拉力实验时被测锚杆周围不得有人，操作人员站在施工方向的外侧，并且距被测锚杆不得小于3M。（4）不合格的锚杆菌必须补打并再做一根，连续两根不合格须向有关部门汇报，查明原因，再做处理。（5）做完拉力实验紧固好锚盘后方可掉点柱。13、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度3050。14、安装锚杆只能使用锚杆安装机进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。15、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12MIN前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。16、施工现场应备好力矩扳手和测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。17、打锚索眼前应全面检查施工地点附近10M范围内巷道支护情况，及时用长把工具找掉活矸危岩，施工过程中必须坚持执行经常性的敲帮问顶制度，及时排除隐患，确认安全后方可施工。第三节爆破1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能及煤矿安全规程的有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并严格按作业规程及爆破说明书要求进行爆破作业。爆破作业必须执行“一炮三检”制度（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度）。3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”制度（拉线、设置警标、吹哨）和“三人连锁”制度。4、不得使用过期或变质的爆破材料，不能使用的爆破材料必须交回火药库。5、爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130MS。6、本工作面有煤尘爆炸危险时，必须使用毫秒爆破，掘进工作面应全断面一次爆破。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械和电器设备、不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。9、装配起爆炸卷时，必须遵守下列规定（1）必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆炸卷。装配起爆炸卷数量，以每次装药数量为准。（2）装配起爆炸卷必须防止电雷管受震动，冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。10、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接，有水的炮眼应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮，严禁非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求（1）炮眼深度小于06M时，可以装药爆破，但必须遵守如下要求每孔装药量不得超过150G；炮眼必须封满炮泥；爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯，瓦斯浓度超过1时不准爆破；检查并加固爆破地点附近支架；爆破时必须站好岗，并有班组长有现场指挥。（2）炮眼深度为061M时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。（3）炮眼深度超过1M时，封泥长度不得小于05M。（4）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于03M。13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破（1）掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏。（2）爆破地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到10。（3）在爆破地点20M以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出、煤岩松散现象。（5）掘进工作面风量不足。14、爆破前加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。爆破前班组长亲自布置在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。15、爆破母线和连接线应符合下列要求（1）爆破母线必须保证其有良好的绝缘，严禁爆破母线有破皮和接头。（2）爆破母线和电雷管脚线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。（3）巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得过且过使用固定爆破母线。（4）爆破母线与电缆、信号线应分别悬挂在巷道两侧。如必须挂在同一侧，爆破母线必须悬挂在电缆的下方，并保持03M以上的距离。（5）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当做回路。（6）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。16、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。17、井下爆破必须使用发爆器。每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯炮说明各雷管线联结良好；否则会出现哑炮，应检查线路排除故障，测量合格后再起爆）。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。18、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线不小于100M并有掩体，曲线不小于75M。19、发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器。发爆后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。20、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一个人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5S方可起爆。装药的炮眼