+644m水平底板瓦斯抽放巷掘进作业规程

华蓥市林丰煤炭有限责任公司华蓥市林丰煤炭有限责任公司 +644m+644m 水平北翼底板瓦斯抽放巷掘进水平北翼底板瓦斯抽放巷掘进 作业规程作业规程 20132013 年年 8 8 月月 1 1 日日 2 作业规程审签贯彻学习表作业规程审签贯彻学习表 项目意见负责人时间时间 项目负责人 矿长 安全副矿长 生产副矿长 技术负责人 机电副矿长 技术科科长 通风科科长 贯彻学习组织者 参 加 学 习 人 员 签 字 iii 目目 录录 第一章第一章 概概 况况 .1 1 第一节 编制依据 .1 第二节 巷道布置 .1 第二章第二章 地面位置及地质情况地面位置及地质情况 .2 2 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 .2 第二节 煤（岩）层赋存特征 .3 第三节 地质构造.4 第四节 水文地质.4 第三章第三章 巷道断面及支护巷道断面及支护 .5 5 第一节 巷道断面.5 第二节 支护设计.5 第三节 支护工艺.6 第四节 轨道及道床 .6 第五节 巷道排水沟 .7 第六节 巷道管线布置.7 第七节 矿压观测.8 第四章第四章 施工工艺施工工艺 .8 8 第一节 施工方法 .8 iv 第二节 凿岩方式 .9 第三节 爆破作业 .9 第四节 装载与运输 .12 第五章第五章 生产系统生产系统 .1313 第一节 掘进通风 .13 第二节 掘进压风.18 第三节 瓦斯防治 .18 第四节 综合防尘 .19 第五节 防灭火 .19 第六节 安全监控 .19 第七节 供电 .20 第八节 排水 .21 第九节 运输 .22 第十节 通讯 .22 第六章第六章 劳动组织及主要经济技术指标劳动组织及主要经济技术指标 .2222 第一节 劳动组织 .22 第二节 循环作业 .23 第三节 主要经济技术指标表 .23 第七章第七章 主要安全技术措施主要安全技术措施 .2424 第一节 施工准备 .24 v 第二节 一通三防安全技术措施 .25 第三节 顶板安全技术措施 .27 第四节 防治水安全技术措施 .28 第五节 机电安全技术措施 .29 第六节 运输安全技术措施 .34 第七节 爆破安全技术措施 .36 第八章第八章 灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施及避灾路线 .3939 1 第一章 概 况 第一节 编制依据 一、审批的工程设计及批准开工时间 审批的工程设计为林丰公司技改扩能工程初步设计及安全专篇 ，该单位工程由煤管局批准开工时间为 2013 年 8 月 16 日。 二、相关的技术规范、相关的技术规范 本作业规程根据煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、 煤矿采矿工程设计手册和煤矿职工岗位技术操作规程等技术规范 进行编制。 三、矿压及瓦斯相关资料三、矿压及瓦斯相关资料 林丰煤矿属煤与瓦斯突出矿井，经原生产的+785m 水平及+360m 水平 主平硐、+719、+644m 水平底板运输岩石巷道及井底车场施工实践证明布 置于茅口灰岩内的巷道瓦斯涌出量极小，围岩压力不大，在逼近煤层软岩 (铝土段)时，也没有明显压力显现。根据周边相邻巷道掘进的资料显示， +644m 水平底板瓦斯抽放巷道掘进区域内无大的地质构造影响。 第二节 巷道布置 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为： +644m 水平北翼底板瓦斯抽放巷道。 二、巷道用途、设计长度、工程量、及服务年限二、巷道用途、设计长度、工程量、及服务年限 该巷道掘进主要目的为+644m 水平服务的水平运输巷道，也是为矿井 服务的水平主干开拓巷道,其设计长度 650m，工程量约为 4745m3。施工过 程中每隔 45m 左帮设置深 2.5m宽 2.5m高 2m 的瓦斯抽放钻场。 服务年限：为矿井主要行人、进风，运输的主要水平巷道，至矿井开 采结束，约 18 年。 2 附图：+644m 水平北翼底板瓦斯抽放巷掘进工作面布置平面示意图 三、预计开竣工时间 本掘进工作面预计自 2013 年 8 月中旬开工，预计 2014 年 6 月下旬竣 工，工期为 10 个月。 第二章第二章 地面位置及地质情况地面位置及地质情况 第一节第一节 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 一、巷道相应的地面位置及标高等 该工作面位于邻水县华蓥乡甘河沟一带，地面标高+700 m - +1400m，设计长度为 650m，巷道标高+644m。地区内主要为构造剥蚀地貌， 西部峰峦叠嶂，山壁陡峭，东部地势平缓，北高南低。 二、与邻近巷道位置关系 该巷道位于三百梯向斜东翼，为一单斜构造，上部、下部及南、北边 为矿井技改工程计划回采区域。该+644m 水平北翼底板瓦斯抽放巷，同时 也是水平运输巷道，在相应位置布置石门揭穿 K1煤层及 K4煤层形成回采 工作面，是矿井开拓巷道，为+360m 水平以上掘进、回采服务，最后与上 部的 +719m 水平岩石运输大巷用边界回风上山贯通。 三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响 本上山巷道为矿井的开拓巷道，工作面标高为+644m。根据上下已掘 巷道可知，掘进工作面火灾、瓦斯影响较小，但应严防水灾事故。 第二节第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征 一、岩层产状 +644m 水平北翼底板瓦斯抽放巷布置于下二迭系阳新统（厚 421 米） 茅口组中；掘进过程中，可能揭露一些小的地质断裂构造，局部地段可能 会出现薄层状易冒落的石灰岩层，必须加强支护。巷道岩性为石灰岩， 3 f=8-10，坚硬岩石。 二、预计巷道瓦斯涌出量等 1.瓦斯、硫化氢 本巷道在石灰岩中施工，瓦斯危害较小。经测定，我矿岩巷掘进工作 面的最大绝对瓦斯涌出量约 0.2m3/min。区域为原老+785m 水平采空区。同 时巷道掘进遇裂隙或其他特殊地段时，可能会有 CH4、H2S 等有害气体溢出， 必须加强对 CH4、H2S 检测，防止 H2S 危害。 2.岩尘 本巷道掘进时会产生大量的岩尘，在掘进时采用湿式打眼，洒水防尘， 用好个人防护用品。 3.地温 地温一般在 19-22左右，属地温正常区。 4.地压 本巷道距地表较深，有一定地压，但对掘进无大影响。 三、巷道围岩分类 巷道位于茅口灰岩内，薄-厚层状，局部破碎，应锚喷挂网支护。 第三节第三节 地质构造地质构造 1、矿区位于三百梯井田，三百梯向斜东翼；工作面区域地质构造 较简单，地层呈单斜构造，无区域性断层通过，岩层倾角 43 度46 度， 平均倾角 45 度，煤层走向 175 度。 2、该岩石上山位于上二迭系乐平统下二迭系阳新统（厚 421 米）茅 口组中；掘进过程中，可能揭露一些小的地质断裂构造，局部地段可能会 出现薄层状易冒落的石灰岩层，必须加强支护。 4 第四节第四节 水文地质水文地质 一、基本情况 矿井水文地质条件中等，大气降水为矿井的主要充水来源，有明显的 季节性。对矿井充水有影响的含水层共有 34 层，其中煤层顶部的长兴 石灰岩含溶洞裂隙水，龙潭组第二、四段石灰岩含裂隙承压水，是老空区 的主要涌水来源，经测定矿井最大涌水量为 80m3/h，K1煤层底板茅口灰岩 中存在岩溶裂隙水，应予防治。上部采空区已全部揭露，不存在大的采空 区积水问题，可能有局部小范围积水及裂隙淋水情况。故在掘进过程中应 严防岩溶裂隙水的危害,必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘”的 原则，认真做好防治水工作。 附图：+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进探水孔布置三视图 二、预计涌水量 根据详查地质报告及上水平掘进巷道的资料分析，该巷道在掘进过程 中可能遇岩溶裂隙水，正常涌水量为 0.5m3/h，最大涌水量 5m3/h。 第三章 巷道断面及支护 第一节 巷道断面 一、巷道形状 本施工巷道布置在石灰岩内，围岩条件较好，较坚硬岩石；设计为半 圆拱巷道断面。 二、巷道断面设计 根据巷道用途，为满足运输、通风和行人等要求， +644m 水平底板瓦 斯抽放巷断面积为：掘进断面 S掘7.3m2，净断面为 S净6.5m2，高 3.0m，宽 2.5m，墙高 1.80m，拱高 1.25m。 附：+360m 水平底板瓦斯抽放掘进巷道断面图 5 三、巷道总工程量、位置、方位角等 本巷道设计长度 650m，总工程量约为 4745m3。在+644m 水平井底车场 开口，以 3坡度沿煤层走向布置运输大巷至向斜轴部再布置 25 度上山与 +785m 水平南翼石巷贯通，即工程结束，该巷道为矿井开拓、开采做准备。 第二节第二节 支护设计支护设计 由于此巷道布置在石灰岩中，岩性较稳定，f810，属坚硬岩石， 根据我矿历年在灰岩中施工掘进的经验，采用工程类比法，可根据巷道揭 露的岩层情况，调整其支护材料和支护厚度；喷浆支护，即利用水泥喷浆 与围岩自身的强度对巷道空间进行支护，不采用其它支护方式。若遇断层 或破碎带，巷道支护采用打锚杆、挂金属网、喷射水泥沙浆，锚杆材料为 II 级钢筋，杆体直径为 18mm，杆长 1.8m，托板材料为 Q235，厚度为 8mm，尺寸为 120120mm，钢筋网材为 6，网距为 120120mm。 第三节第三节 支护工艺支护工艺 一、支护工艺 由于+644m 水平底板瓦斯抽放巷道主要采用喷浆支护，施工的工程质 量必须严格按质量标准要求进行施工，如遇软岩或岩石比较破碎段，工作 面坚持敲帮问顶的检查制度，破碎段采用水泥锚杆配合金属网进行支护。 工程质量的检验标准严格按下表进行。 二、质量标准与检验 +644m 水平底板瓦斯抽放巷道质量标准检验表 项目设计尺寸(mm)合格(mm)优良(mm) 中左(1250)0 - +1500 - +100巷道净宽 (mm) 中右(1250)0 - +1500 - +100 6 起拱线下 (1550)0 - +1500 - +100巷道净高 （mm） 起拱线上 (1250)0 - +1500 - +100 瓦斯抽放硐室及锚网支护质量验收按质量标准化相关规定进行验收。 第五节第五节 巷道排水沟巷道排水沟 由地质资料可知该面涌水量为 0.55m3/h，主要为巷道局部裂隙水， +644m 水平底板瓦斯抽放巷在掘进时，随掘进前进而向前浇筑水沟。水沟 浇筑必须符合设计要求，保证施工质量，距碛头不大于 30m，水沟的相关 参数详见下表。 排水沟有关技术参数 水沟 排水量 水沟 净断面 水沟 净高度 水沟 净宽度 水沟 盖板 0.25m3/min0.09 m2300 mm300 mm有 第六节第六节 巷道管线布置巷道管线布置 一、压风管、防尘供水管及排水管道的布置及固定 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进时压风管、防尘供水管、均吊挂在巷 道的右帮。保证排列一致。压风管、防尘供水管距碛头的距离不得大于 40m，随掘随延，与工作面碛头处采用高压胶管联接。 二、监测线敷设及电缆钩的固定 掘进时监测线敷设在巷道的右帮，距巷道底板高度 1400mm，电缆钩间 距为 3m，并保持高度一致，电缆钩眼子随掘进碛头同步施工。 三、风筒吊挂及出口到工作面距离 掘进+644m 水平底板瓦斯抽放巷风筒应使用大线吊挂，且吊挂平、直、 稳，无死弯和破口，以减少通风阻力和风量损失。风筒出口距工作面不得 大于 5m，风筒吊挂眼间距 3m，布置位于巷道的左侧顶部。 第七节 矿压观测 7 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进，其巷道布置在灰岩中，根据历年的 掘进施工经验。压力显现不明显，所以不使用仪器进行观测。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、 掘进方式 该巷道采用仪器人工测量激光定向仪导向，掘进严格按中腰线施工、 钻眼爆破法掘进，全断面一次成巷。 二、巷道开口施工 巷道开口施工前，测量人员应提前到现场测定好巷道开口位置，施工 队应根据测定的位置严格按中、腰线进行施工。 三、巷道施工顺序 在+644m 水平井底车场开口，以 3坡度沿煤层走向布置运输大巷至向 斜轴部再布置 25 度上山与+785m 水平南翼石巷贯通，即工程结束。 四、施工工艺及要求 1.每班打眼前必须采用 7655 型凿岩机配合 6m 长的钎子进行防治水钎 探。具体钻孔布置详见探孔布置三视图。每次钻探的结果必须向调度室汇 报做好专项记录，放炮后留设岩柱不少于 4m，在施工现场挂探孔挂牌，并 按规定填写探孔记录。 2.用 1 吨矿车及柴油机车运输。 第二节第二节 凿岩方式凿岩方式 一、确定凿岩方式和凿岩机具、数量： 巷道施工采用打眼放炮作业，二台 7655 型气腿式凿岩机、15 段毫 秒延期电雷管、二级岩石含水乳化炸药、FB150 型放炮器启爆。 二、工艺流程 8 安全检查清找悬矸活石打眼作业（先打探水眼）装药连线站 岗警戒启爆炮后间隙至少 30 分钟待炮烟吹散后安全检查洒水防 尘出矸运输文明生产。 第三节第三节 爆破作业爆破作业 一、爆破条件 +644m 水平底板瓦斯抽放巷布置于茅口灰岩内，岩石硬度等级 f=8- 10。巷道设计为半圆拱断面，掘进断面积为 7.3m2。巷道掘进采用压入 式通风。采用煤矿安全许用二级岩石含水乳化炸药、15 段毫秒延期电雷 管爆破。 二、爆破参数定额 1单位岩体炸药消耗量(kg/m3)和单位岩体雷管消耗量(发/m3) 经查材料消耗定额表确定： +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进单位岩体炸药消耗量取 2.52kg/m3，岩 体雷管消耗量取 4.95 发/m3； 2炮眼直径 由于我矿使用炸药直径为 32mm，为便于装药，故炮眼直径取 42mm。 3炮眼深度 为了更好的打好周边眼，保证施工质量，决定采用浅眼爆破循环作业。 预计炮眼利用率为 80%，根据生产条件，每循环进尺达到 1m，故炮眼有效 深度为 1.2m。 4炮眼数目确定 （1）炮眼总数：已知药卷直径为 32mm 的煤矿安全许用二级岩石乳化 炸药，m=0.23m；p=0.2kg。取 =0.5，得： +644m 水平底板瓦斯抽放巷循环掘进炮眼数目： 9 N1=31(个) p m 11 Sq 式中： N1炮眼总数； q1单位炸药消耗量，kg/m3 装药系数，为炮眼里的装药长度与眼长度之比； m每个药卷的长度，m； p第个药卷的质量，kg； S1巷道掘进断面积，m2； 炮眼的利用率，=L0/L； （2） 确定循环炸药消耗量 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进循环炸药消耗量： Q1=N1alp/m=310.51.20.2/0.2316.17(kg)， 三、炮眼布置、各炮眼装药量分配及单位岩体雷管、炸药消耗量 炮眼布置 1.掏槽眼 采用楔形掏槽，槽眼对称巷道中线并偏下布置，取槽眼排距为 500mm，成对炮眼眼底距离为 0.2m，槽眼与工作面水平夹角为 67，故槽 眼深度为 1.5m,由此得成对槽眼眼口间距为 1.3m，共 6 个。 2.周边眼 根据爆破设计要求，保证巷道成形效果，顶、帮眼应适当加密，共布 置炮眼 11 个，间距 480mm，底眼布置 5 个，间距 450mm；周边眼总计共 17 个。 3.辅助眼 根据已确定好的槽眼、周边眼之间的间距，均匀地布置辅助眼，以求 扩大掏槽，获得更好的爆破条件。共布置 6 个辅助眼，间距为 500m。 10 4水沟眼 根据爆破设计要求，保证巷道水沟成形效果，在巷道左侧施打一个水 沟眼。 通过炮眼布置，得炮眼总数为 30 个。 各炮眼装药量分配 1.掏槽眼：为了取得较好的效果，槽眼装药系数比其余炮眼多取，取 =0.52。 每眼装药量1.50.520.23.9 卷 槽眼装药量=63.90.2=4.68（kg） 2.辅助眼：=0.43 每眼装药量1.20.430.22.58 卷 辅助眼装药量=82.580.2=4.13(kg) 3.周边眼：=0.35（顶帮眼），=0.5（底眼），=0.5（水沟眼） 顶、帮眼：每眼装药量1.20.350.202.1 卷 底眼：每眼装药量1.20.50.23.0 卷 水沟眼装药量1.20.50.23.0 卷 周边眼总装药量=112.00.253.00.213.00.2=8.0(kg) 根据上述炮眼布置及炸药量分配确定每个循环实际炸药消耗量为 4.68+4.13+8.0=16.81kg,雷管消耗量为 6817=31 发。 实际单位岩体炸药、雷管消耗量 通过炮眼布置和装药量的分配，其总炸药量为 16.81kg，略大于额定 计算量；炮眼总个数为 31。设计炸药消耗量和炮眼个数基本接近额定计算 值，因此以上布置方式及药量分配合理。则确定实际单位岩体炸药消耗量 为 2.51kg/m3，单位岩体雷管消耗量为 4.63 发/m3。 11 封泥长度 封泥长度必须严格按爆破设计要求和煤矿安全规程相关规定进行 充填。 附图：+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进爆破说明书 四、放炮执行地点 放炮执行地点分期执行：初期放炮执行地点设置在井底车场提升道落 平点的躲身内，必须在放炮执行地点悬挂“放炮执行地点”公示牌。后期 放炮执行地点随碛头前移而移动，但放炮执行地点距碛头最小距离不小于 200m 的抽放钻场内。 五、爆破警戒设置及撤人范围 每次放炮前，警戒布置及撤人范围：爆破前，由当班班长负责，必须 撤出工作面作业人员至放炮执行地点、南 200m 的+644m 水平运输巷、人行 眼的下部平巷都应站岗警戒。放炮后至少 30 分钟待炮烟排出，瓦检员、 放炮员、班组长安全检查排除隐患后，由班组长亲自撤岗。 第四节 装载与运输 一、装载与运输方式一、装载与运输方式 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进爆破后采用 30B 型扒矸机装入矿车内,然 后采用柴油机车牵引至地面卸入矸石山。 二、装载与运输设备二、装载与运输设备 1.装载设备：采用 P-30B 型耙斗机。 2.运输设备：CCG-3.5 型柴油机车、1 吨 U 型矿车。 三、材料、设备等的运输方式三、材料、设备等的运输方式 工作面所需的材料及设备由 CCG-3.5 型柴油机车运至井底车场，然后 利用提升绞车下放至+644m 水平，人工运至工作面。 四、装载、转向滑轮的安装固定方式四、装载、转向滑轮的安装固定方式 12 耙斗机滞后碛头 20-40m。耙斗机必须使用四付卡轨器将机身固定在 钢轨上。 转向滑轮安设固定方式必须与钢丝绳受力方向成一定夹角，以 45 为宜。挂绳必须用铁制插销配合倒楔子打紧，保证使用时不脱绳。 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 掘进通风掘进通风 一、通风方式 掘进工作面通风方式采用压入式通风。 1风筒敷设方式 工作面的风筒采用钢丝绳进行吊挂，风筒吊挂平、直稳、无死弯及破 口，以减少通风阻力和风量损失。风筒出口距离工作面严禁大于 5m，风筒 吊挂眼每隔 3m 一个，布置在巷道右帮。 2供风距离 掘进工作面掘进时，局部通风机距离工作面通风最长距离为 850m（含 上山约 200m）。 二、掘进工作面风量计算 按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： 1从掘进工作面的地质资料得知，本工作面瓦斯（二氧化碳）涌出 量较小。（计算略） 2按 30 分钟排烟时间计算 Q掘=7.8t 3 1 2 2 )( p LSA 7.830536.7139.5mmin 上式中：A:一次起爆最大炸药量，为 16.81kg； S:巷道净断面为 7.3m2； 13 L：最长通风距离按 850m 计算； t：放炮后通风时间，30 分钟 P:风量比取 1.35。； 3按掘进期间同时工作人数最多计算： Q掘=4N=4 mmin人8 人=32 mmin 上式中：N：工作面同时最多人数，N 取 8 人； 4：每人每分钟应供应的最低风量； 4计算局部通风机安装位置配风量： Q掘=Q局Ikf=15311.2184mmin 上式中：Q局：拟选掘进局部通风机的额定风量为 130 mmin220 mmin； I:掘进工作面同时运转的通风机台数； Kf：防止局部通风机吸入循环风的风量备用系数； 通过以上风量计算，确定工作面配风量为 185mmin。 5掘进工作面风量验算： （1）按最低风速验算： 岩9S岩97.365.7m3/min （2）.按最高风速验算: 岩240S岩2407.31752m3/min 通过上式对工作面最低风速和最高风速的验算，工作面的风量符合要 求。 （3）.按掘进工作面温度和炸药量验算： 14 掘进工作面温度和炸药量对应风量表 炸药量 （kg） 141618 温度（）16162223261616-2222-261616-2222-26 对应风量 （m3/min） 120140160140160180160180200 由地质资料得知：工作面的温度属于正常地温为 20，根据上表，工 作面风量符合验算要求。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超过 1%；其他有 害气体浓度符合煤矿安全规程中的有关规定。 根据上述风量计算与验算，确定该掘进工作面需风量为 139m3/min， 安装局部通风机供风量为 185m3/min。 三、局部通风机选型计算 （一）局部通风机风量的确定 QfQj /c139/0.85163m3/min 上式中：Qf：局部通风机风量，m3/min； Qj：掘进工作面需风量，m3/min； c：风筒的有效风量率，%。 （二）局部通风机风压的确定 Hft=RQfQj+Qj2/D4 =61+（）20.6 60 315 60 139 60 139 =742+9 =751 Pa 上式中：Hft局部通风机工作全压，Pa； R风筒风阻（按最大通风距离计算）NS2/m8； Qf局部通风机吸风量，m3/min； 15 Qj掘进工作面需要风量，m3/min； D4风筒出口直径，m。 其中：R=R摩+R接+R弯 =LU/S+n1接/(2gs2)+n2弯 /(2gs2) =0.002458001.570.28+800.31.2(29.80.2 82)+2251.2(29.80.282) 10.99+7.028+39.05 57.068 式中：-风筒的摩擦阻力系数，取 0.00245Ns2/m4（厂家 提供）； L-风筒长度，取 800m U-风筒周长； S-风筒断面积； n1-风筒接头数目，取 80； n2-风筒弯头数目，取 1； 接-风筒接头局部阻力系数，取 0.3； 弯-风筒弯头局部阻力系数，取 25； -空气容重，取 1.2kg/m3； g-重力加速度，取 9.8m/s2。 根据上述计算和以往的经验,现选择 DBKJ6/25.5 型对旋式局部通 风机，并使用 500mm 抗静电阻燃胶质风筒，该局部通风机吸入风量为 16 180m3/min -260m3/min ，能满足+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进的供风需 求，且是合理的。 四、安装局部通风机的规定 1局部通风机及开关安装在井底车场进风侧。局部通风机安装距巷 道底板高度不小于 300mm。局部通风机的供电必须实现“三专两闭锁”， 并实行挂牌管理。 2风筒的吊挂必须平、直、稳，环环必挂，且环环吃紧，不得有缺 环或松环。风筒接头应顺着风流方向插接，并必须进行反压边，做到严密 不漏风；大直径风筒与小风筒之间的连接，必须做到先大后小，并使用过 渡节，严禁花接；破损的风筒必须及时缝补或更换，风筒距碛头的距离不 得大于 5m，同时，供给局部通风机安装处的风量不得低于 185m3/min。 五、确定放炮后通风时间： 掘进工作面的供风量为 139m3/min，放炮后，完全将炮烟排出该掘进 巷道需 30 分钟通风时间。 附图：+644m 水平底板瓦斯抽放巷通风系统及避灾路线示意图 第二节第二节 掘进压风掘进压风 一、压风站的位置 根据我矿生产实际情况，向+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进供风的压 风机安装在+360m 水平井口压风站。 二、压风机选型 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进采用 2 台 7655 型气腿式凿岩机打眼作 业，其技术参数为：工作压力 0.4905MPa，耗气量 3.6 m3/min。故根据 Q 和 P 的计算，遵循设计规范规定，查气体压缩机产品样本，选择两台 MLG12/8 空压机用于提供掘进风源，其技术参数为：额定风量 12 m3/min，额定压力 0.7Mpa 就能满足供风要求。 17 第三节第三节 瓦斯防治瓦斯防治 本工程施工掘进，其巷道布置在灰岩中，根据历年的掘进经验，在掘 进时不制订专门的瓦斯防治措施。每班掘进配备专职的瓦斯检查员，检查 巷道的瓦斯情况，一通三防管理严格按煤矿安全规程执行。作业现场 如发现异常情况，要立即组织人员按避灾路线撤离，切断电源、并汇报调 度室，要等到情况查清楚，安全隐患排除后才能继续作业。 第四节第四节 综合防尘综合防尘 掘进坚持湿式打眼、放炮使用水炮泥、冲洗巷帮、装岩前进行洒水防 尘等综合防尘措施。在距巷道碛头 50处安设 1 道喷雾装置，并确保在爆 破时的正常使用。巷道回风流中每隔 200安装一道净化水幕。防尘喷雾 和净化水幕必须做到灵敏可靠，使用正常，且雾化好。已掘巷道中的防尘 供水管路，必须敷设一致，排列整齐，接头严密不漏水。同时，供水管路 每隔 50m 必须设置 1 个三通闸阀。巷道中的积尘必须定期或随时冲洗、清 扫。 防尘管路系统：地面消防水池+785m 水平井口+785m 水平主平硐 +785m 水平运输巷+785-+644m 水平人行上山+644m 水平底板瓦斯抽 放巷掘进工作面 第五节第五节 防灭火防灭火 矿井防尘管路系统兼作防灭火水源。 第六节第六节 安全监控安全监控 一、安全监控设施的安装 该掘进工作面的安全监控中分站安设在+644m 水平车场内，安设 2 台 低浓度瓦斯传感器，一是距+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进工作面5m 处 安设一台，设置为：报警点1%CH4，断电点1%CH4，复电点1%CH4；二 18 是安装+644m 水平底板瓦斯抽放巷回风侧，传感器的设置为：报警点 1%CH4，断电点1%CH4，复电点1% CH4。传感器位置距巷道顶板的距 离不大于 300mm，距帮不小于 200mm。断电范围为该掘进巷道及其回风巷 中的所有非安全本质型电气设备。安全监控信号传输电缆必须吊挂在非风 筒帮，且吊挂平直，其接头必须使用专用接线盒，严禁裸接及失爆。同时， 必须每周对瓦斯传感器进行调校、检查和维护，确保瓦斯传感器的精度符 合要求，动作灵敏可靠。 二、监控设施管理措施 1.瓦斯传感器只能悬挂在顶板完好，无悬矸、无淋水等无安全隐患的 位置，防止冒顶或其它原因损坏传感器。 2.甲烷传感器只有监控人员有权调校，每七天用标准气样进行一次校 定，日常若有故障，应做到随时进行处理。 3.巷道或回风流中所有非本质安全型设备必须与传感器实现“瓦斯电 闭锁”，并由通风负责人安设。 第七节第七节 供电供电 一、一、+644m+644m 水平底板瓦斯抽放巷水平底板瓦斯抽放巷掘进供电设计原始资料掘进供电设计原始资料 掘进工作面为钻爆法，采用 P-30B 型耙斗机出矸，由 CCG-3.5 型柴油 机车牵引至地面矸石山。 二、二、+644m+644m 水平底板瓦斯抽放巷水平底板瓦斯抽放巷掘进供电方式的确定掘进供电方式的确定 由地面 10KV 引出一根 50mm2矿用阻燃电缆+644m 水平中央变电硐室 安装一台 500KVA 变压器给+644m 水平底板瓦斯抽放巷耙斗装岩机及局部通 风提供动力电源，安设一台馈电开关控制动力电源的分断，同时起风电、 瓦斯电闭锁作用。 三、三、+644m+644m 水平底板瓦斯抽放巷水平底板瓦斯抽放巷掘进动力负荷计算掘进动力负荷计算 P=KxPe/COSpj 19 =0.5(37+11)/0.6 =40kW KX需用系数，取 0.5。 COSpj加权平均功率因数取 0.6。 四、供电系统的选择四、供电系统的选择 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进总负荷为 40kW。一台 500KVA 变压器 完全能够满足供电。 电缆敷设在巷道的右侧，挂钩布置间距 3m，高度为 1.4m。岔口处高 度不得低于 1.9m，布置双排挂钩，间距 3m，排距为 0.2m。低压电缆之间 的悬挂距离为 50mm。监控电缆敷设在低压电缆的上方，用胶质线捆绑在一 起进行悬挂，与低压电缆之间的距离为 0.1m。 七、七、+644m+644m 水平底板瓦斯抽放巷工作面水平底板瓦斯抽放巷工作面各开关保护整定计算各开关保护整定计算 1短路电流计算 根据电缆拆算长度，查煤矿井下供电设计得 I（2）d3=71A。 2各开关保护整定计算 配电点馈开过流保护整定计算 IOPOISTN.NM+IN.re =46.4A 取 IOPO=50A。工作电流 Ig=35A 灵敏度校验：Kr= I（2）d3/IOPO=71/50=1.421.2 故满足要求。 保护耙斗装岩机电机过流保护整定计算 IZT=1.1Ie=1.132.8=36A 取 IZT=40A 第八节第八节 排水排水 20 根据精查地质报告的资料分析,该掘进区域水文地质相对简单,工作面 基本无涌水, 在掘进过程水源主要来自裂隙水，涌水量 0.5m3/h，最大涌 水量 5m3/h。 巷道为以 3坡度施工的平巷，故该巷道在掘进过程中采取自然排水。 其排水系统为：碛头工作面排水沟运输平巷地面。 第九节第九节 运输运输 一、运矸路线 运矸路线：+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进碛头耙渣装车+644m 水平提升+785m 水平运输巷地面矸石山。 二、辅助运输路线 工作面所需材料、设备运输路线：地面主要运输平巷+360- +644m水平岩石轨道上山+644m水平运输巷巷道掘进碛头。 第十节第十节 通讯通讯 掘进前必须在放炮执行地点安设一台本安型电话，并且通讯电话必须 与地面调度室连通，通讯系统必须随时畅通。电话通讯线通过调度总机安 全引入井下。 各通讯地点通过拨打“802”或“801”键与矿办公室、调度室联系； 在紧急情况时，可按“紧呼”键与调度室取得联系。 第六章第六章 劳动组织及主要经济技术指标劳动组织及主要经济技术指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 根据现场作业情况，为了更好的发挥劳动组织效率，采用“三八”工 作制：三班边准备边掘进，所有参与作业特殊工种必须坚持“持证上岗”， 劳动组织表见下表 21 +644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进劳动组织表 打 眼 工 放 炮 工 出 矸 工 班 长 瓦 检 员 小 班 计 圆 班 计 备注 出勤人数21211721 在册人数636332121 瓦检员 由通风 队指派 第二节第二节 循环作业循环作业 为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须严格按照劳动组织人员 配备，结合本队实际情况，合理安排时间和工序，提高工时利用率。 附表+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进正规循环作业图表 第三节第三节 主要经济技术指标表主要经济技术指标表 主要经济技术指标表见下表 +644m 水平底板瓦斯抽放巷主要经济技术指标表 序号项目名称单位数量备注 1掘进断面积m27.3 2炮眼深度m1.2 3循环进度m1 4日循环数个4 5日进度m4 6月进度m100按 25 日计算 7炮眼总深度m37.2 8炮眼利用率%80 9循环雷管消耗发31 10循环炸药消耗kg16.81 11单位岩体雷管消耗发/m34.3 12单位岩体炸药消耗Kg/m32.3 22 13掘进总人数人21 14掘进延米工效m/工日0.19 15施工工期月8.3 注：月工作天数为 25 天，其中没有剔除影响和停头的时间 第七章第七章 主要安全技术措施主要安全技术措施 第一节第一节 施工准备施工准备 1.施工前，由队长、技术人员负责组织职工贯彻学习+644m 水平底 板瓦斯抽放巷掘进作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格 后方可上岗作业，不合格人员必须进行补考，补考合格后方可下井作业。 2施工前，由生产技术部地测组人员标好中、腰线，施工单位严格 按中、腰线进行作业。 3开口前应按设计要求准备好，形成正规通风系统及其他生产系统， 并能正常使用，同时准备好各种材料和工具。 4质量保证措施 (1)目标：按煤矿安全质量标准化及考核评级办法相关规定执行, 杜绝不合格产品,力争优良品。 (2) 规定：各生产班组必须班班自检，并填写自检记录，月末前报安 监复查并备案，施工队每天一次质检，矿每周一次动态检查，每月进行一 次质量标准化检查。 施工队要成立质量管理领导小组，对掘进巷道工程质量制订保证措 施进行日常监督管理； 当班工程质量不合格，当班处理，当班不能处理的，要对交接班 交待清楚未整改内容，交接班继续整改完毕，未整改完毕，不得继续进头。 严格按安全质量标准化规定进行考核，每班质检必须合格，自检资 23 料在现场进行填写，由当班班组长负责。 (3) 质保资料：施工队应制订相应的质量保证措施和办法，明确人员 落实责任，严格自检自查，并于次月 5 日前将上月质检资料报矿安监部。 第二节第二节 一通三防一通三防安全技术措施安全技术措施 一、通风管理 1局扇的使用和管理必须严格按煤矿安全规程第 127、128、129 条规定执行。做到“三专两闭锁”，并每周至少一次现场检查并有记录； 由机电、通风、施工队三方确认。 2 工作面无论工作、交换班都不准停风, 因检修停电等原因必须停 风时，必须提前申请，并报矿技术负责人批准。 3.在+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进过程中，瓦斯检查员每班必须加 强碛头和回风流的瓦斯检查和风量监控，发现因放炮震动引起瓦斯超限时， 要立即处理和汇报矿调度室，并组织+644m 水平底板瓦斯抽放巷掘进工作 面撤人，必须在各种有毒有害气体浓度符合煤矿安全规程规定时，才 能恢复掘进作业。 4.有计划的停电检修,必须撤出供风区域内所有人员, 并切断电源， 在开口处设置栅栏。恢复通风前,必须检查瓦斯，当工作面瓦斯浓度大于 3%时， 由救护队员按瓦斯排放措施进行排放停风区域内瓦斯；当瓦斯浓度小于 3% 时，由瓦检员采取控制风量法进行排放。只有在瓦斯浓度不超过 1%时，按 规定逐级进行送电(其排放瓦斯及停送电措施另行制订)。 5在施工过程中，突然停电导致工作面停风时，由瓦检员负责撤出 工作面内的所有人员到井底车场，如井下停电井下所有人员撤到地面。 6瓦检员检查瓦斯必须严格按煤矿安全规程第 149 条、182 条规 定检查，严禁“空班、漏检、假检”。瓦斯管理必须严格按煤矿安全规 程第 136、138、139、140、141 条执行，严禁瓦斯超限作业。 24 7风筒应使用大线吊挂，且吊挂平、直、稳，无死弯和破口，以减 少通风阻力和风量损失。风筒出口距工作面不得大于 5m，风筒吊挂眼每隔 3 米一个，位于巷道的左侧顶部。 8瓦斯传感器实行瓦斯电闭锁功能，必须保证达到瓦斯超限浓度时 能自动切断电源，只有在瓦斯浓度降至 1%以下、CO2浓度降至 1.5%以下时， 方可人工复电。 9瓦斯传感器的电缆应按规定悬挂整齐。掘进初期放炮前，碛头端 的瓦斯传感器及其电缆必须由当班瓦检员负责撤到距碛头 30 米以外的安 全地点。 10工作面“一通三防”管理还必须严格按矿有关规定执行。 11.根据煤矿安全规程第七章 149 条第一款规定：矿长，矿技术 负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班组长、电钳工 入井时必须携带便携式甲烷检测仪。 二、防尘管理 1施工中，严格按煤矿安全规程第 17 条、154 条规定搞好湿式 钻眼、水炮泥、放炮喷雾出矸洒水、冲洗巷壁等综合防尘措施。 2对易产生粉尘的地点均必须采取降尘措施，并在各装（卸）矸点 下口安设一组移动防尘水幕，放炮时必须打开水幕降尘，降低粉尘浓度。 3通风负责人应按煤矿安全规程的规定定期进行粉尘测定工作， 特别是定期对游离 SiO2的测定工作。当游离 SiO2浓度大于 10%时，总粉尘 不得超过 2mg/m3，当游离 SiO2浓度小于 10%时，总粉尘不得超过 10mg/m3，呼吸性粉尘浓度符合规定。 4加强个人防护，进入工作面作业所有人员必须佩戴防尘口罩。 三、防灭火管理 25 1.施工巷道内利用防尘水管作为防灭火水管,并每隔 50m 安设一个三 通阀门,禁止随意撤卸。 2所有人员一旦发现火灾征兆,必须及时向调度室汇报，查明原因, 采取紧急措施，并严格按煤矿安全规程244 条执行。 3巷道内严禁存放汽油、柴油等易燃物品。 4任何人员发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风情况，立即采取 一切可能的措施进行直接灭火，控制火势，并迅速向矿调度室汇报。调度 室接电话后立即按2013 年度矿井灾害预防与处理计划，通知有关人员 组织抢救灾区人员和灭火工作。矿值班调度和现场班长、副班长或其他管 理人员必须将所有可能受灾的人员撤离到安全地点，并组织人员利用一切 工具进行直接灭火。 5电气设备着火时，必须首先切断设备电源，未切断电源之前，只 准用不导电的灭火器材进行灭火。 第三节第三节 顶板顶板安全技术措施安全技术措施 1工作面作业必须严格执行“敲帮问顶”制度，每次进入工作面之 前，班长、跟班队长必须对工作面顶底板情况进行一次全面检查，确认无 安全隐患后方可入内。打眼前，必须由有经验的员工站在碛头上方用专用 撬棍除尽悬矸后方可进行作业。 2经常观察巷道地质变化情况，发现遇断层、裂隙、软岩、破碎带 时，必须及时进行打锚杆，挂金属网喷浆支护，严禁空顶作业。打锚杆前， 必须先敲帮问顶找净悬矸，使用好临时支护。 采用水泥锚杆加金属网支护，金属网长 2.5m ,宽 1.7m。锚杆间、排 距为 0.8m，锚杆间、排距偏差不超过 5mm；锚杆必须垂直于岩层面或巷道 轮廓线，锚杆规格为：长 1.8 米，直径 18mm。 第四节第四节 防治水防治水安全技术措施安全技术措施 26 1掘进作业必须首先施工 1 号探水孔，在发现有透水预兆时，必须 施工 5 个探水孔，探水孔布置为巷道顶底、两帮、巷中各一个，顶底和两 帮的孔布在巷道轮廓线上挂孔，以 30 度的外岔角方向进行施工；巷中孔 位于巷道断面中心，方位及倾角同巷道相同。正常掘进无透水预兆时，