昭通市昭阳区山丫口煤矿副井回风上山作业规程.doc

1 1 昭通市昭阳区山丫口昭通市昭阳区山丫口煤矿煤矿 掘进工作面作业规程掘进工作面作业规程 掘进工作面名称：掘进工作面名称： 副副井井 与与南南风风井井 贯贯通通 m m1 1 煤煤层层 回回风风 上上山山 编编 制制 人人： 赵世明赵世明 施施 工工 负负 责责 人人： 施施 工工 单单 位位 ： 批批 准准 人人 ： 矿矿 长长 ： 编编 制制 日日 期期 : : 20122012 年年 1111 月月 1010 日日 执执 行行 日日 期期 : : 20122012 年年 月月 日日 2 2 目目 录录 审审 批批 意意 见见 5 5 第一章第一章 概概 况况 6 6 第一节概 述 6 第二节编写依据.6 第二章第二章地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况 7 7 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况.7 第二节地质构造.7 第三节水文地质.8 第四节 煤（岩）特征10 第五节 瓦斯 11 第六节 煤尘爆炸、煤的自燃倾向性 12 第七节 地温 12 第八节 矿井环境地质特征 13 第九节 地震与矿井稳定性 14 第十节 地质灾害 14 第三章第三章巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 1515 第一节巷道布置15 第二节支护设计16 第三节支护工艺16 3 3 第四章第四章施工工艺施工工艺 1717 第一节施工方法17 第二节破煤方式17 第三节爆破作业17 第四节装、运（煤）方式19 第五节管线及轨道附设19 第六节设备及工具配备20 第五章第五章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 2020 第一节劳动组织20 第二节循环作业21 第三节主要技术经济指标21 第六章第六章生产系统生产系统 2121 第一节通风系统21 第二节排水系统24 第三节运输系统24 第四节压风系统25 第五节防尘系统25 第六节防灭火26 第七节安全监测系统26 第八节供电系统28 第九节通讯系统29 4 4 第七章第七章安全技术措施安全技术措施 2929 第一节施工准备29 第二节“一通三防”管理30 第三节顶板管理32 第四节爆破管理33 第五节探放水管理及措施38 第六节机电管理45 第七节运输管理51 第八节其它53 第八章第八章 灾害预防及避灾路线灾害预防及避灾路线 55 第一节灾害预防55 第二节避灾路线56 作业规程贯彻学习记录 .57 作业规程复查记录 .58 5 5 审审 批批 意意 见见 同意本规程的内容，并补充以下审批意见，请一并贯彻执行： 会 审 时 间： 安全 科生 产科 机电矿长安全矿长 总工程师生产矿长 矿 长 6 6 第第一章一章 概概 况况 第一节第一节概概 述述 一、巷道名称一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为副井与南风井贯通m1 煤 层回风上山 二、掘进目的及巷道用途二、掘进目的及巷道用途 掘进目的是为了矿井回风及行人。 三、巷道设计长度及服务年限三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度： m。 服务年限：临时。 四、预计施工、竣工时间四、预计施工、竣工时间 经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自 2012 年 11 月份开始施工， 预计 2013 年 12 月中旬竣工。 第二节第二节编写依据编写依据 一、矿井技术改造设计说明书及批准时间一、矿井技术改造设计说明书及批准时间 矿井技术改造设计说明书，批准时间为 2010 年 10 月。 二、矿井生产地质报告二、矿井生产地质报告 矿井生产地质报告说明书，批准时间为 2011 年 4 月 1 日。 7 7 笫二章笫二章 地面相对位置及地质水文情况地面相对位置及地质水文情况 笫一节笫一节 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 地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 地面标高 （m） +2575+2590 井下标高 （m） +2452.35+2578.71 地面相对 位置 及建筑物 地面相对位置位于矿区南部； 地面无建筑物和民房，四面为 山坡，野草杂物。 井下位置 及相邻关 系 巷道东面无巷道和开采历史， 南面为巷道掘进与南风井平硐 联接，西面是副井岩石运输巷， 北面是副井井口方向，巷道的 东本无开采历史和巷道。 邻近采区 开采情况 巷道周边无开采历史， 该巷道掘 进方位 方位长 度 m 笫二节笫二节 地质构造地质构造 1、地质构造：、地质构造： 矿区大地构造属扬子准地台()滇东台褶带(2) 滇东北台褶束 (32)。区域构造以华夏构造体系最为发育，多呈北东向展布。地层 倾向以南东东向及北北西向为主，倾角 6-65。区域构造主要有箐 门背斜、五寨向斜和箐门断裂、五寨断裂。 本矿区位于箐门背斜北西翼的次级构造控飘冲向斜的北西翼，箐 门断裂上盘。总体上为一走向北东，倾向南东的单斜构造。在西南角 f5 8 8 断层下盘，地层倾向北西。区内地层倾角一般在 3055之间。 （详 见矿区地形地质图） （1）箐门背斜：其主体部分在昭阳区境内，自箐门经新华至花园。 轴向为北东 1538，轴长约 22km。北西翼倾角 2565，南东翼 倾角 640。核部出露的地层主要为泥盆系（d）地层，两翼依次为 石炭系（c） 、二叠系（p）地层。两翼不对称，南东翼稍缓，北东段受断 层影响局部发生地层倒转。 （2）挖飘冲向斜：为箐门背斜北西翼的次级向斜。南起头行梁子东， 往北东方向延伸，经懒台地至青龙洞，中间被 3 条走向近于东西向的断 层错切。其轴向北东 1142，轴向长度约 6.3 km。北西翼倾角 1560，南东翼倾角 1050。核部出露的地层主要为二叠系下 统（p1）地层，两翼依次为石炭系（c） 、泥盆系（d）地层。 第三节第三节 水文地质水文地质 矿区位于昭通盆地东部边缘，区域性水系牛栏江、洛泽河、洒鱼 河的分水岭地带，属构造抬升剥蚀、溶蚀中山地貌。地形较陡，切割较 强烈，沟谷发育。区域内最大的地表水体为勘查区西南部 5km 处的大龙 洞水库，该水库水库最高水位标高约为+1998m，汇水面积约为 57km2， 最大水深约 20m，最大蓄水量约为 1017 万 m3。本区地表及地下水以大气 降水补给为主，区域内地表水及地下水水系属长江水系金沙江流域 据凉风台气象站观测资料，区内年最大降雨量 1380mm，最小降雨量 776mm，多年平均降雨量 1000mm，多年平均蒸发量 1240mm，雨季月最大 降雨量 212mm，旱季月最小降雨量 12mm；每年 510 月份为雨季，降雨 量占全年平均降雨量的 90，11 月次年 3 月为干旱霜冻期。年平均气 温 17，极端最高气温 40.5，最低气温3.7。主导风向为西北风 9 9 及西南风，属高原性季风气候,气温垂直分带明显。 区域内出露的岩层可分为碎屑岩类及碳酸盐岩两大类。碳酸盐 岩类包括泥盆系灰岩、白云岩，石炭系下统岩关阶和大塘阶上司组、摆 佐组灰岩，石炭系中统威宁组灰岩，二叠系下统栖霞组、茅口组灰岩， 地貌上常表现为溶蚀、侵蚀和岩溶洼地（漏斗） 。据本次勘探及区内以往 调查资料，按岩溶发育特点划分，区内可分为以溶洞为主的强岩溶发育 带和以溶蚀裂隙为主的弱岩溶发育带。强岩溶发育带一般位于当地侵蚀 基准面以上,其特征是在分水岭及高台地上发育有较多的溶洞、落水洞、 洼地，如在洛泽河两岸二叠系下统栖霞组灰岩发育有高出当地河床 4050m 的 23 层水平或倾斜的溶洞。在笋叶煤矿区龙潭分水岭二级台 地（二叠系上统栖霞组灰岩）小规模的洼地、落水洞相当发育。在强岩 溶发育带，岩溶水主要以垂直下渗运动为主，水力坡度较大，地下水多 在灰岩与碎屑岩交界处以以泉的形式排泄。在洛泽河河谷（野牛塘煤矿 东部 13km）的许家院地段，距洛泽河河床 4050m 的陡崖上，地下水在 灰岩与碎屑岩界面的溶洞排泄流入洛泽河,泉点涌水量为 1.5l/s。以溶 蚀裂隙为主的弱岩溶发育带位于当地侵蚀基准面以下至可溶岩底板溶蚀 基准面。其特征是溶蚀裂隙发育，而溶洞、落水洞欠发育。在弱岩溶发 育带，岩溶裂隙水一般在切割较为强烈河谷以泉的形式排泄。总体上， 在碳酸盐岩分布区，地下水类型主要为岩溶水、岩溶裂隙水，地下水分 布不均，含水层富水性为中等强，地下水一般通过岩溶裂隙、岩溶管 道、暗河、伏流等形式径流，以泉的形式排泄，具有交替强烈，运移距 离远，集中排泄的特点。地下水的补给面积宽广，补给源除大气降水外， 10 10 还能通过岩溶接受越流补给，或接受河流补给。区域内碎屑岩类包括在 二叠系下统梁山组、石炭系下统万寿山组 等沉积型碎屑岩类， 地下水 类型主要为基岩裂隙水。在以碎屑岩为主的分布区，多为含、隔水层相 间的裂隙含水层，以大气降水为补给源，以下降泉的形式于沟谷和低洼 地处排泄，一般流量为 0.11.4l/s，含水层的富水性较弱。 笫四节笫四节 煤（岩）特征煤（岩）特征 根据本矿井生产地质报告，区内含煤地层为石炭系下统大塘阶旧司 组（c1dj） ，地层岩性以细砂岩、粉砂质泥岩为主，夹泥质粉砂岩、泥岩、 煤，全组地层厚度 154.70174.48m，平均厚度 164.28m。共含煤 57 层，全部为编号煤层，由上而下分别编号为 m1、m2、m3、m4、m5、m6、m7 煤层。煤层总厚为 3.67m，含煤系数为 2.2%。其中 m1、m4煤层为全区可 采煤层，煤层平均厚度分别为 1.32m（m1） 、1.05m（m4） ，可采煤层平均 总厚度 2.37m，可采含煤系数为 1.4%。其余均为不可采的薄煤层 m1煤层：位于旧司组第二段（c1dj2）地层的中上部，上距旧司组 （c1js）顶界约 32m。煤层厚 1.091.61m，平均厚 1.32m，从南往北有 变薄的趋势。煤层结构简单，局部含一薄层（厚约 0.01m）泥岩夹矸， 全区稳定可采。煤层顶板为深灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩，泥质结构， 含较多黄铁矿结核，产少量植物碎屑化石。底板为深灰色薄至中厚层状 粉砂质泥岩，显水平层理、微波状层理，富含黄铁矿结核。 m4煤层：位于旧司组第二段（c1dj2）地层的底部，上距 m1煤层约 46m。煤层厚 0.801.23m，平均厚 1.05m，从南往北有变薄的趋势。煤 层结构简单，不含夹矸，全区稳定可采。煤层伪顶为灰黑色薄层（厚约 11 11 0.30m）泥质粉砂岩，顶板为浅灰色中厚层状石英质细砂岩，细砂状结构， 波状层理。伪底为一薄层（厚约 0.40m）炭质泥岩，底板为灰白色中厚 至厚层状泥质粉砂岩，显缓波状层理。煤层特征汇总表 1 表 厚度（m） 煤层 编号 层间 距（m） 最小-最大 平均值（点数） 煤层结构 煤层稳 定程度 可采性 煤层对比 可靠程度 m1 1.09-1.61 1.32（37） 简单稳定全区可采可靠 46.10 m4 0.80-1.23 1.05（33） 简单稳定全区可采可靠 第五节第五节 瓦斯瓦斯 矿山瓦斯检测资料： 山丫口煤矿曾委托云南省煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局对矿 井进行过瓦斯等级鉴定工作。 三年瓦斯等级鉴定结果表 表 8-1-1 年份 最大相对 瓦斯涌出量 （m3/t） 最大绝对 瓦斯涌出量 （m3/min） 最大相对 二氧化碳涌出量 （m3/t） 最大绝对 二氧化碳涌出量 （m3/min） 07 年 3.280.193.110.18 08 年 3.510.203.280.19 09 年 4.090.184.780.21 根据以上瓦斯涌出量预测结果，本矿井应为低瓦斯矿井，矿山未来 瓦斯管理工作，应按低瓦斯矿井进行管理。矿井在今后的管理工作中， 应及时做相关的采样测试工作，不断提高矿井瓦斯涌出量预测工作的准 确性，更好地为生产服务，确保安全生产。 12 12 第六节第六节 煤尘爆炸、煤的自燃倾向性煤尘爆炸、煤的自燃倾向性 一、煤尘一、煤尘 2007年8月，该煤矿在m1煤层采样，送四川省煤炭产品质量监督检验 站作了煤尘爆炸性鉴定，结果：火焰长度为0，抑制煤尘爆炸最低岩粉量 为0。结论为无煤尘爆炸性危险。 二、煤的自燃二、煤的自燃 2007年8月，该煤矿曾在m1煤层采样，送四川省煤炭产品质量监督检 验站作了煤自燃倾向性鉴定，结果：煤的吸氧量为0.84cm3/g.干煤，煤 层自燃等级属二类，为自燃煤。 在今后的生产过程中，煤矿必须认真贯彻“安全第一，预防为主” 的方针，严格执行矿山安全法 、 煤矿安全规程以及有关政策、法 令、安全技术措施等规定，确保矿山的安全生产。 第七节第七节 地温地温 正常通风情况下，矿井在主平硐水平运输大巷掘进迎头温度为22.3。 据相邻的野牛塘煤矿zk1001钻孔井温测试资料，钻孔地温随深度增加 而升高，地温梯度为 1/100m，在正常值以内 。在山丫口煤矿以往的 生产过程中，未发现有地温异常现象，矿区应属地温正常区。但随着煤 矿开采深度增加及巷道的延伸，有可能会产生热害影响。 第八节第八节 矿井环境地质特征矿井环境地质特征 山丫口煤矿位于昭通盆地东侧边缘，区域构造属于箐门断裂的西端 尾部南东翼。历史上昭通地区曾发生过破坏性地震多次，区域稳定性属 13 13 较稳定区。 矿区位于区域性水系牛栏江、洛泽河、洒鱼河的分水岭地带，地表 水及地下水属长江水系金沙江流域。矿区属构造抬升剥蚀、溶蚀中山陡 坡地形，矿区范围内无常年性河流或水库等大的地表水体 ，较大的溪 流为发源于矿区南部的 长言庆冲沟溪流。区内气侯属高原性季风气候。 矿区内主要含煤地层为石炭系下统大塘阶旧司组（c1dj） 。可采煤层 两层（m1、m4） ，均为中高硫、三级含砷、特高热值的无烟煤。矿区内断 裂构造较发育，地质构复杂程度属中等类型；矿区水文地质条件属主含 煤段砂泥岩弱裂隙含水层直接充水为主的简单类型 ；矿区工程地质条 件属以层状岩类、可溶盐岩类为主的中等类型。 矿山目前处于停采状态，正在进行技改扩建。矿山以往在矿区北部 开采m1煤层，采用平硐开拓，开采方法为“走向壁式”采煤法，全部垮 落法进行顶板管理，中央并列抽出式通风，机械排水和自然排水相结合。 目前矿区北部f2断层上盘的煤炭资源已基本采空，其老主井平硐掘进至 +1950m水平。己形成采空面积22.81万m2。矿山在过去开采过程中，其遭 遇到的地质环境问题及其对地质环境的影响日益现显出来，其基本特点 如下： 1、矿区区域稳定性中等，尚未遭受到地震危害。 2、虽然矿区地形坡度较陡峻，但第四系地层不发育，且基本上为反 向坡，区内山体较为稳定，现状未发现有崩塌、滑坡等地质灾害；矿山 开采规模小，形成的采空区范围不大，且可采煤层厚度小，计算预测开 14 14 采形成的煤层顶板冒裂带最大高度为27.78m，一般不会通达地表，因此 矿区内现尚未见诱发产生地面开裂、沉降等地质灾害现象。 3、矿山开采过程中，未见导致公路路基开裂、沉降现象，亦未导致 地表水体因导通采空冒裂带而发生溃水事故。 4、由于矿井直接充水含水层富水性弱，矿山排水量较小，矿井的疏 干排水对当地水环境有影响不大。 5、矿区含煤地层及煤层中的硫、砷等有害组分含量较高，随着开采 出来的原煤及矸石的排放，煤及矸石中的硫、砷等有害组分对当地的空 气环境、水环境形成一定影响。 6、矿山开采所排放的废气中含有co、no2等有有害气体，对矿区周 边的空气环境产生一定影响，但因量不大，影响程度有限。 第九节第九节 地震与矿井稳定性地震与矿井稳定性 勘查区位于云南强震带之一的小江断裂带之东约百余千米，据以往 地震记载：相邻发震区常波及本区。根据中华人民共和国国家标准 gb500112001建筑抗震设计规范 ，该区处于抗震设防烈度7度区，设 计基本地震加速度值为0.15g。区域稳定性属较稳定区。 第十节第十节 地质灾害地质灾害 据本次矿井地质工作对矿区的调查结果，矿区范围内现状未发现有 崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害现象。虽然矿区地形坡度较陡峻，但第 四系地层不发育，且基本上为反向坡，区内山体较为稳定；区内冲沟发 育，但冲沟规模较小，流程不长，且地表第四系坡积、残积层发育差， 15 15 不具备泥石流形成的物质条件。所以未来矿山开采导致滑坡、泥石流等 地质灾害发生的可能性小，危害性小，易于防治。但在局部陡坡地带， 有产生崩塌地质灾害的可能。 笫三章笫三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 笫一节笫一节 巷道布置巷道布置 一巷道布置在 m1 煤层中，开口位置于 50 m 起与南风井平硐 m1 煤 层贯通落平，形成通风系统。开口点与贯通点高差 126.36m.巷道按伪倾 斜 30由下向上掘进施工。 巷道形状为矩形。上净宽 1.3 m，下净宽 1.3 m，净高 2 m，净断 面积 2.6。掘进宽度 1.45 m，掘进高度 2.15 m，掘进断面积 3.1。 巷道支护及断面图巷道支护及断面图 （1 1：5050） 。 16 16 笫二节笫二节 支护设计支护设计 一、巷道设计及规格：一、巷道设计及规格： 巷道选用 11#工字钢梯形 7 字方式支护，支架间排距：600mm，帮顶背 材 120140 mm，间距 400 mm 笫三节笫三节 支护工艺支护工艺 一、支护方式：一、支护方式： 1.1.临时支护临时支护 （1）临时支护形式：选用 140160mm 松木及硬质杂木点柱支护。 支护长度按巷道高度确定。柱帽规格：300200100，柱窝沉入底板 200。 17 17 笫四章笫四章 施工工艺施工工艺 笫一节笫一节 施工方法施工方法 一施工方法：一施工方法： 从煤层运输顺煤层选点由下向上以伪倾斜 30首先向西南方向掘 进至高程 2516.18m 处时反向伪倾斜 30掘进与南风井平硐贯通。 笫二节笫二节 破煤方式破煤方式 本规程所施工的巷道在 m1 煤层中施工，以煤层厚度为巷道宽度， 煤层硬度系数为 f=23，为此巷道掘进施工选择风镐落煤掘进，如煤层 硬度发生变化，布置 3 个炮眼爆破，炮眼布置为直眼伪斜 30。 笫三节笫三节 爆破作业爆破作业 。 18 18 爆 破 说 明 书 表五 序号项目单位数量序号项目单位数量 1 1 掘进断面积 m23.15 5 工作面瓦斯情况低 2 2 煤层硬度 f 24 6 6 雷管段数段毫秒 3 3 炮眼深度 m27 7 总雷管数发 3 4 4 炮眼个数个 38 8 总装药数 kg1.2 主 要 爆 破 参 数 预 期 爆 破 效 果 序号项目单位数量序号项目单位数量 1炮眼利用率%905每循环雷管消耗 发/m3 0.53 2每循环工作面进尺m1.86每米掘进炸药消耗kg/m0.29 3每循环爆破实体煤m35.587每米掘进雷管消耗 发/m 1.66 装 药 量角 度 水 平垂 直眼 号 炮 眼 名 称 眼 深 (m) 眼 距 眼 距 (m) 眼 个 数 每孔 装药 量 (块) 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 1-3 掏 槽 眼 20.5320.41.2300.8 合计30.41.2 串 联 正向 装药 结构 一次 爆破 19 19 4每循环炸药损耗kg/m3 0.215 8每循环炮眼总长m/循环6 笫笫四四节节 装煤方式装煤方式 一回风上山巷道内的煤自溜至溜煤眼煤层运输巷内的矿车装运。 二煤炭装入矿车后人工推至石门与运输大巷的巷道内经 2.5t 蓄电 池机车运输运输出井。 笫五节笫五节 管线管线铺铺设设 一一 管管线线铺铺设设： 在掘进施工中所敷设的压风管和风筒。 压风管选择10mm 胶管，主管在石门与运输大巷交界处， 风源来 自地面压风机。 风筒选用560mm 阻燃、抗静电胶质风筒，风筒必须环环吊挂， 风筒口距迎头不大于5m。局扇安装在副井口右侧20m 地方。局扇选用 fbd5.6/ 211kw，两台，一台在用，一台备用。 20 20 笫六节笫六节 设设备备及及工工具具配配备备 设设备备及及工工具具配配备备情情况况表表 序号序号设备、工具名称设备、工具名称规格型号规格型号单位单位数量数量备注备注 1 探水钻 txu-75 台 1 2局部通风机fbd5.6/ 211台2双风机.双电源 3 控制开关台 2 4 馈电开关台 1 5 综保台 3 6 电话台 1 7 铁锹把 16 8 风镐把 2 在用一把，备用一把 9 锤把 2 10 力矩扳手把 1 第五章第五章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 采用 “三八”作业制（每班八小时一循环）组织生产， （每班八小 时一循环）一天三个循环，循环进尺 2m，每日 6 m。出勤率 3090%=27 天，月平均进度为 162 米劳 动 组 织 表 表七 合计合计瓦检员及安全管理员瓦检员及安全管理员 出 勤 人 数77 7216 风镐操作工2226 装煤1 1 13 大巷推车工1113 运材料工2226 21 21 班长1113 合计8882430 笫二节笫二节 循环作业循环作业 本巷道掘进破煤、运输、支护三道工艺在八小时内全部完成，支护 是短掘短支。一个小班八小时，一个小班为一个循环，全天三个循环 作业。 笫三节笫三节 主要技术经济指标主要技术经济指标 主要技术经济指标见下表： 序号项 目单位指 标备 注 1 循环进尺 m 236 2 月循环天数天3090 27 3 月进尺 m 276163 4 工字钢消耗量/架 39.6 1630.6=10758（）/月 5 坑木消耗量 m3/m0.0123 3.34m3/月 6 每班出勤人数人 30 810 天/月 第六章第六章 生产系统生产系统 第一节第一节 通风系统通风系统 施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及其启动装置安设在地 面距回风口大于10的地方，风筒出口距工作面距离不得大于5 m。 一、掘进工作面风量计算掘进工作面风量计算： 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 22 22 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，并 必须采取其中最大值。 (一) 按瓦斯涌出量计算 q掘 = 100q瓦绝k掘通 （m3/min） 式中： q掘 掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）； q瓦绝 掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.05m3/mim。 k掘通 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条 件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与平均日绝对瓦斯涌出 量的比值，取1.8； 100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过 1%的换算系数。 即q掘 = 100q瓦绝k掘通=1000.051.8=9 m3/min （二）按照二氧化碳涌出量计算 qhf=67qhckhc 式中： qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.05 m3/min； khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件 下，连续观测 1 个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧 化碳涌出量比值，取 1.8； 67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。 即 qhf=67qhckhc=670.051.8=6.03 m3/min 按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量应大于9m3/min。 （四）按局部通风机的实际吸风量计算: q掘=q局机ii 23 23 +600.15s巷 （ m3/min）; 式中: q局机掘进工作面局部通风机的实际吸风量,应根据不同局扇， 对其实际吸风量进行实际测量，来确定局扇实际效率及实际吸风量的大 小。选择 q局机=140190 m3/min，风量计算q局机= 170 m3/min ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数，我矿均为单台局扇 供风i1。0.15对于独立供风的局扇，为了防止局部通风机吸循环风 或局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间的风流处于停滞状态而 引起瓦斯积聚，在安装局部通风机的巷道中,除了保证局部通风机的吸风 量外,还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间的风速不得 低于 0.15m/s。所以施工巷道的风量必须为： q 掘 q 局机ii + 9s巷 = 1701 + 96.2=225.8m3/min； （五）按工作人员数量计算 q 掘=4nhf( m3/min)式中：n掘进工作面同时工作的最多人数， 取 10 人 即 qaf4 nhf 170 f410=40m3/min 二、按掘进工作面风速进行验算。二、按掘进工作面风速进行验算。 （一）按最低风速验算 岩巷掘进工作面的最低风量 q岩掘9s岩掘 （m3/min） 式中： s岩掘 岩巷掘进工作面的断面积，3.1m2 ；q岩 掘 局部通风机吸风量170m3/min，170m3/min 93.1= 27.9(m3/min) （二）按最高风速验算 24 24 岩巷掘进工作面的最高风量 q岩掘 170s岩掘 （m3/min）式中： s岩掘 掘进工作面的断面积，3.1m2 170 m3/min 1703.1 =527（m3/min） 通过以上计算及验算及通风路线较远，选择fbd 5.6/ 211kw对旋式风机，配500mm阻燃、抗静电胶质风筒，可满足掘 进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的可靠性， 选择双风机、双电源方式供风。 第二节第二节 排水系统排水系统 此巷道水平巷道，巷道坡度是 3，不需排水系统和设备，巷道施 工彻筑水沟后自排出井。 25 25 第三节第三节 运输系统运输系统 一一、运运煤煤系系统统： 重车由掘进工作面煤层运输巷1 号石门岩石运输巷地面 二、运料系统：二、运料系统： 地面岩石运输巷1 号石门煤层运输巷掘进工作面 笫三节笫三节 压风系统压风系统 在风井口的左侧安装一台 mogf-22/8g 型单螺杆压缩机，额定压力为 0.8mpa，额定排气量为 22m3/min。 地面供风迎头，主管设在运输大巷用 3 寸钢管，支管 25mm 高压 胶管从石门口交叉口接至迎头。风压为 0.8mpa,迎头最小风压为 0.4mpa。 第第四四节节防尘系统防尘系统 一水源来自地面蓄水池岩石运输巷1 号石门煤层运输巷 迎头。 二主管用 2 寸钢管，支管用 1 寸胶管在石门交叉口接至迎头， 三防尘措施：每 100 米设三通阀一个，在溜煤眼装煤处设自动喷 雾装置一组，在石门交叉口处设设自动喷雾装置一组。 26 26 第五节第五节 防灭火防灭火 该巷道掘进时，采用风钻打眼，防火的重点是防设备、机械摩擦生 热、缆线和人为火灾。在石门交叉口设置临时消防硐室，内备用沙子、 岩粉、灭火器直接灭火。防火水源来自地面蓄水池运输大巷1 号石 门迎头，采用防尘系统管路巷用。 第六节第六节 安全监测系统安全监测系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：一、便携式甲烷报警仪的配备和使用： 1、管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内 的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为 1%）必须进行 27 27 处理。 2、爆破工下井担任爆破工作时，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，并做好记录，及时填写 “一炮三检”手册。 3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把瓦斯探 头悬挂在掘进工作面 5m 范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，并进 行处理。 4、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，不得通电或检修。 二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用： 1、掘进工作面甲烷传感器 t1安设在距迎头不大于 5m 的巷道内，其 报警浓度为 1%ch4，断电浓度为大于等于 1.5%ch4，复电浓度为 1ch4，断 电范围为掘进巷道内全部电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方， 垂直悬挂在风筒的另一侧，距顶板不得大于 300mm，距巷帮不得小于 200mm，严禁用新鲜风流直接吹甲烷传感器。甲烷传感器放炮前由班组长 按规定移动到安全位置，放炮后恢复到正确位置。 2、掘进工作面甲烷传感器 t2应安设在回风口的 1015m 处，其报 警浓度为 1%ch4，断电浓度为 1.0%ch4，复电浓度 1%ch4，断电范围为掘 进巷道内全部电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂在 风筒的另一侧，距顶板不得大于 300mm，距巷帮不得小于 200mm。 工作面传感器应每天除尘，保持干燥，避免洒水淋湿和摔打碰撞。 28 28 三、局部通风机开停状态传感器配备和使用：三、局部通风机开停状态传感器配备和使用： 局部通风机必须安设开停状态传感器，安设在风机开关的负荷侧， 用来监控局部通风机的运转情况，确保风机正常运转。 四、馈电传感器配备和使用：四、馈电传感器配备和使用： 馈电传感器安设在施工巷道供电开关的负荷侧，用来监控工作面供 电情况。 五、风筒传感器配备和使用：五、风筒传感器配备和使用： 风筒传感器安设在距迎头大于 30 m 的风筒上，用来监控风筒送风 情况。 第七节第七节 供电系统供电系统 工作面掘进施工，电源来自矿井中央变电所、供电方式为集中双回 路供电，变压器型号为 kbsg-500/6/0.69,编号分别为 b-21、b-12，每条 线路分别经 qbz-400/660 开关橡胶电缆接至 qbz-400 配电开关，再用不 同截面电缆，经过综合保护闭锁开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊 挂整齐，电缆钩每一米一个，电缆的垂度不大于 50mm。局扇通风机采用 双风机双电源，实现风电闭锁，风机回路供电由地面井口变电所供给。 变电所内开关设选择性漏电保护，对整个线路进行绝缘监视。配电点设 置在迎头以外安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。 双电源开关为 qbz-80/660f 型矿用隔爆对旋式风机专用开关。 供电系统： 1 回路：矿井总变电所副井变电所迎头； 29 29 2 回路：矿井总变电所副井变电所迎头； 第八节第八节 通讯系统通讯系统 本工作面安设的电话，能够直接和矿井地面变电所和地面通风机房、 矿调度室相互直接联系。另外矿区行管人员、班组长配备无线电话，能 够直接和矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施 笫一节笫一节 施工准备施工准备 1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责 传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下 井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假 的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分 别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。 2、施工前，生产科必须提前给出开门位置，标定好工程线，并由安 全科组织有关人员验收后，施工单位严格按要求施工。 3、必须对巷道支护进行检查加固，确定安全后方可施工；并将各种 管路、电缆、运输设施等落地用旧皮带、板梁掩护好。 4、应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材 料。 5.由于本巷道施工范围有以前开采过的小煤窑历史，在每次掘进施 工前必须采取探放水措施，并对施工前方的水害情况进行预测预报， 30 30 笫二节笫二节 “一通三防一通三防”管理管理 一、通风管理一、通风管理 1、加强通风管理，局部通风机必须有专职人员管理，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，逢环必挂，无脱节、 无破口，工作面迎头 20m 范围内必须采用抗炮崩风筒，风筒口距迎头不 大于 10m，以保证迎头有足够的风量，百米漏风率不超过 1.5。 3、管理好为本掘进工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时 打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板、测风牌板。 4、局部通风机要保持长鸣，无论工作、不工作或交接班都不得停止 运转，局部通风机临时停风时，应及时把人员撤至进风巷内，并在巷道 门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。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。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在 局部通风机及开关附近 10m 内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可 人工开启局部通风机。 6、局部通风机距离底板不小于 300mm，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应与采煤工作面分开 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超过 1%和最高二氧化碳浓度不超过 1.5%， 31 31 且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方 可人工开启局部通风机，恢复正常通风。 8、使用局部通风机通风的掘进工作面，必须安设双风机，双电源并 自动切换，不得停风；主、副风机必须使用同等能力对旋风机。临时停 风的掘进工作面，必须根据现场的具体情况编制安全措施，包括停电停 风时间、原因、停风前的准备工作、停风期间的安全保障工作、恢复通 风 的步骤等内容，并明确责任人，确保安全措施的落实。因检修、停电等 原因停风时，必须撤出人员，切断电源。有计划停风必须制定安全措施、 填写有计划停风报告单；无计划停风必须有总工程师组织有关部门进行 分析处理。 9、巷道贯通预透必须遵守下列规定： 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。贯通前 20m，必须停 止一个工作面作业。 巷道预透时，必须有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 面及其回风流中的瓦斯浓度，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 工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘进 工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在 2 个工作面及其回风流中的瓦斯 浓度都在 1%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2 个工作面 入口必须由专人警戒。 32 32 二、防尘管理二、防尘管理 1、湿式打眼，所有作业人员必须佩带防尘口罩。 2、在溜煤眼装煤口设喷雾洒水。 3、在大巷运输的石门交叉口进行喷雾洒水防尘。 。 三、防火管理三、防火管理 该巷道掘进，采用风钻打眼，防火的重点是防设备、缆线和人为 火灾。 1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉、灭火器 灭火。 2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件， 水管直接灭火。 3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。 四、防瓦斯四、防瓦斯 1、瓦斯检查：工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔 3-5 小时检查一 次，每班至少检查两次； 瓦斯检查点分别设在：工作面、回风流、高冒区。 瓦斯检查牌板应设置在工作面距迎头 50m 范围内，检查结果要及时 填写，并及时向有关人员汇报。 风量配备：在局部通风机前及工作面迎头处，分别设立测风站，并 悬挂测风牌板，按照要求及时测风。 笫三节笫三节 顶板管理顶板管理 1、靠近掘进工作面 10m 内的顶帮情况，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，打眼前及时清 33 33 除两帮悬矸，保证安全前提下方可作业。 3、加强日常观测，每班安排人员不低于3 次进行观察巷道 顶板情况。 4、每次爆破后，迎头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、安监员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、支护等情况， 如有危险情况必须立即进行处理。 5、掘进过程中每隔一段距离往顶板打观测孔，用以探明顶板情况。 6、若发现岩性、构造变化时，应及时制定有关安全技术措施，改变 支护方式。 笫四节笫四节 爆破管理爆破管理 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 悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。 2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业 规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制” （装药前、爆破 前、爆破后检查瓦斯） 。 3、放炮时，必须严格清点人数，所有人员必须撤到石门运输巷内， 必须严格清点人数，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” （拉线、设置警标、吹哨）和“三人连 锁” (班组长、放炮员、瓦检员)制度。 4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须 交回爆炸材料库。 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， 34 34 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 段的延期时间不得超过 130ms。 6、本掘进工作面必须采用毫秒爆破，掘进工作面应全断面一次性起 爆。 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、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线 以外的安全地点。 8、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、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定: 必须在顶板完好、支护完整、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药卷。装配起爆药卷数 量以当时当地需要数量为限。 装配起爆药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。 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。 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岩粉，再用木质或竹质炮棍将 35 35 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 或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。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、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、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： 炮眼深度小于 0.6m 时，不得装药、爆破； 炮眼深度为 0.61m 时，封泥长度不得小于炮眼深度的 1/2。 炮眼深度超过 1m 时，封泥长度不得小于 0.5m。 13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破： 掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。 爆破地点附近 20m 以内风流中瓦斯浓度达到 1.0。 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。 炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。 掘进工作面风量不足。 发现有透水预兆的情况。 人员未全部撤离至规定的安全地点。 36 36 14、爆破前，必须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，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入 爆破地点的所有通路上担任警戒工作，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： 爆破母线必须符合标准。 爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、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。 巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。 爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在 同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持 0.3m 以上的距离。 只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、 水或大地当作回路。 爆破前，爆破母线必须扭结成短路。 爆破工使用的爆破母线要符合标准要求，不得有接头，严禁采用 固定母线爆破。 16、井下爆破必须使用闭锁式发爆器。发爆器必须采用矿用防爆联 锁型（矿用增安型） 。 17、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，如测量灯亮说明各雷管线 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） 。 37 37 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少于 100m，并有掩体，曲线不少于 75m。 19、发爆器的钥匙、必须由爆破工随身携带，把手由班长携带，实 行放炮连锁，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入 发爆器。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，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。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操 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。 装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的 炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。 21、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工、安监 员。班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支 护、拒爆、残爆等情况。 22、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母 线从电源上摘下，扭结成短路，再等 15min，才可沿线路检查，找出拒 爆原因。 23、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处 38 38 理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须现场向下一班爆破工 交待清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定： 由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 在距拒爆炮眼 0.3m 以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药 起爆。 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉 出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的 方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。 处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收 集未爆的