运输巷掘进施工作业规程

运输巷掘进施工作业规程一、巷道名称掘进目的及用途主要为11302工作面排水、通风、管道安装、行人、运输、避灾等用。二、工程简介该巷道设计长度800M，其中坡度3，S净6M2，S掘605M2。采用锚网支护，遇地质构造及围岩破碎带采取工字钢支护四、预计掘进工期本掘进工作面自2012年5月开工、预计2012年11月完工，需7个月时间。第二节编写依据煤矿井巷工程质量验收评定标准（MT500994）；煤矿井巷工程施工及验收规范（GBJ21390）；锚喷支护工程质量检测规程（MT/T501596）；锚杆喷射混凝土支护技术规范（GB500862002）；煤矿测量规程（1998年）；煤矿地质规程；煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）；施工现场临时用电安全技术规范（JGJ4688）；煤矿安全规程（2010年版）赶场路煤矿开采设计方案（2011年15吨/年变更版）赶场路煤矿安全设施设计方案（2011年15吨/年变更版）第二章井田概况第一节田地层及煤层1、地层矿区及周边出露地层由老到新有二叠系中统茅口组（P2M）、吴家坪组（P3W）、三叠系下统夜郎组（T1Y）和第四系（Q）。分述如下1）二叠系中统茅口组（P2M）浅灰、灰黑色致密中至厚层状生物碎屑灰岩，在矿区内出露于北部部分地区，厚度大于60M。2）主要为一套以海相、浅海相、过渡相为主的沉积岩系，岩性以燧石灰岩、细碎屑岩、硅质灰岩为主，间夹泥岩和煤层等，为本区含煤地层，总厚度300M左右。根据岩性和含煤特征，全组由下至上依次分为三段，各含煤段自下而上含煤以C1、C2、C3、C4示之，分别概述如下第一含煤段（P3W1）由灰黑中厚层状泥灰岩、薄层粘土岩杂色灰岩、硅质岩、煤及泥灰岩等组成，厚1325M，横向展布稳定，含C1、C2、C3三煤层。C1、C2煤层均系不可采煤层，且横向展布不稳定，厚度一般0104M。C3煤层为本区唯一可采煤层，横向展布稳定，厚度076110M，平均厚度100M。本段在矿区内出露于北部部分地区。C3煤层下距茅口组（P2M）顶界约20M。第二含煤段（P3W2）以灰黑色中厚层状燧石灰岩为主，夹薄层粘土岩粉砂质粘土岩及煤层，厚100120M，与上覆地层呈整合接触。含C4煤层，厚度0204M，区内横向展布稳定，距可采煤层C3顶界约80M，为不可采煤层。本段在矿区内出露于北部和西部部分地区。第三含煤段（P3W3）以灰色薄至中厚层状粉砂质粘土岩夹少许燧石灰岩组成。厚140160M，本段在矿区内出露广泛。3）出露于矿区外西南部，由灰、深灰、紫灰、灰绿、黄绿色泥岩、钙质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、灰岩、泥质灰岩等组成，产克氏蛤等动物化石，矿区内出露不全，厚度不详。根据岩性组合分为龙岗段、玉龙山段、九级滩段，矿区仅出露龙岗段。4）第四系（Q）由残坡积、冲积、洪积黄色、褐黄色砂质粘土及含燧石粘土、碎石土等组成，厚086M，零星分布于沟谷及缓坡地带。与下伏地层呈不整合接触。2、煤层及煤质1）煤层赋存情况区内含煤地层为二叠系上统吴家坪组（P3W），主要由一套浅海潮坪（泥坪、煤坪）交互相的砂页岩、燧石灰岩、硅质岩、炭灰岩、硅质灰岩、炭质粘土岩及煤层（线）组成。自上而下含煤4层，煤的总厚度1535M，含煤系数05117。可采煤层为C3煤层，厚度076110M，平均厚度10M。其余煤层均为不可采煤层。C3直接顶板为炭质页岩，力学强度中等。直接底板为泥质粉砂岩，力学强度低，遇水常发生泥化、膨胀、底鼓等现象。表211可采煤层特征表顶底板岩性煤层编号煤层厚度（M）倾角（）煤层结构煤层稳定性顶板底板C3076110101012简单较稳定炭质页岩粘土岩2）煤层顶底板岩性特征C3直接顶板为炭质页岩，力学强度中等。直接底板为泥质粉砂岩，力学强度低，遇水常发生泥化、膨胀、底鼓等现象。3）煤质特征1、物理性质以灰黑黑色块状半亮半暗型煤为主。条痕棕褐、黑灰色，玻璃光泽，致密坚硬、性脆，受敲击破碎成块状，阶梯状及参差状断口，条带状、鳞片状结构，局部可见黄铁矿结核。2、化学性质表212可采煤层煤质特征表项目煤层ADVDAFST，DQBDAFMJ/KGC3272626381922944综上所述C3煤层属中灰、中高硫、高热值肥煤。第二节地质构造特征赶场路煤矿大地构造位于龙岗复式向斜东翼，总体为一单斜构造，地层走向近北北西，总体倾向为南南东，倾角1012。地层倾角沿走向变化不大，顺倾向浅部为11左右，深部为10左右。区内地表未发现次一级褶曲及较大断层，在井下偶遇见少量小断层。对煤层连续性破坏不大。井田未发现落差大于5M的断层。矿区无岩浆岩分布。区内含煤地层为吴家坪组，含煤地层沿走向、倾向的产状变化较小；矿区范围内仅发育一小断层，为一向南西倾斜的单斜构造，按煤、泥炭地质勘查规范（DT/T02162002）附录D可确定该区构造复杂程度为中等构造类型。第三节水文地质概况本矿地处长江流域乌江水系上游，南江河和杠寨河分水岭地带附近，地表水不发育，区域侵蚀基准面为矿区北部直距约10KM的南江河。矿区位于黔中高原，区内地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶洞、伏流等分布普遍。区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶水泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶水泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统夜郎组龙岗段粉砂岩、粉砂质泥岩，二叠系上统吴家坪组砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月地下水流量、水位开始回升，69月为最高值，其间出现13次峰值，1012月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。区域内吴家坪组煤矿床上覆的中强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只是当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。吴家坪组煤矿床下伏茅口组灰岩强含水层与煤矿床深部煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采可能性较小。本矿区位于最低侵蚀基准面以上，直接充水水源主要为吴家坪组裂隙水和老窑采空区积水、地表冲沟水，故本矿区属于以裂隙充水为主，水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属二类二型，只是在断层交错地带、老窑密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带，这些地区水文地质条件复杂程度增大。第四节瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向1、瓦斯含量及等级根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字2005281号）对贵阳市煤矿2005年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复、（黔煤行管字200794号）对贵阳市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复、（黔煤行管字2007517号）对贵阳市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复赶场路煤矿2005年度、2006年度、2007年度均为低瓦斯矿井，详见表221。赶场路煤矿各年度的煤矿瓦斯涌出量情况表表221二氧化碳序号年度相对瓦斯涌出量（M3/T）绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）绝对（M3/MIN）相对（M3/T）12005年度86409608273822006年度66204603753332007年度98408704146422009年度76207907369832010年度740490253782、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2010年7月提交的煤尘爆炸性鉴定报告表明C3煤层火焰长度为300MM，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为70，煤尘有爆炸性。本次设计按矿井煤尘有爆炸性设计。煤尘爆炸性鉴定报告表爆炸性试验煤层编号水分MAD灰分AD挥发分VDAF焦渣特征火焰长度MM抑制煤尘爆炸最低岩粉量爆炸性结论C312217822841730070煤尘有爆炸性3、煤的自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室2010年7月提交的煤炭自燃倾向等级鉴定报告C3煤层为级，即为不易自燃煤层。设计按矿井煤炭不易自燃设计。煤炭自燃倾向等级鉴定结果表真相对密度全硫煤吸氧量煤层编号水分MAD灰分AD挥发分VDAFTRDDST，DCM2/G干煤自燃倾向分类C312217822841117225036级备注级容易自燃；级自燃；级不易自燃矿井地层综合柱状图P2W3P2WP2W1P1M10902050102020270二叠系上统吴家坪组二段主要由灰黑色中厚层状燧石灰岩组成，夹薄层粘土岩及煤层，C4煤层厚度0204M，距C3煤层顶界约80M，为不可采煤层。本段岀露于矿区内北部和西部部分地区，厚度81。二叠系下统茅口组岩性为灰、浅灰色中厚层状生物燧石灰岩，岀露在矿区外北部，溶洞发育，厚度大于60M。柱状图地层系统厚度150第四系Q岩性特征描述086T1Y第四系黄、黄褐色沙土、粘土组成，零星分布在沟谷及缓坡。三叠系下统夜郎组岀露于矿区西南部，由灰、深灰、黄绿色泥岩，钙质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、灰岩组成，产克氏蛤等动物化石。二叠系上统吴家坪组三段主要为一套海相、浅海相为主的沉积岩系，由灰色薄至中厚层状粉砂质粘土岩夹少许燧石灰岩组成，厚度90140M，在矿区内岀露广泛。二叠系上统吴家坪组一段以细碎屑岩、煤、硅质灰岩及燧石灰岩组成，为本区含煤地层。C3煤层为本区唯一可采煤层，厚0761M，平均10M,赋存稳定。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置及支护设计根据11302工作面设计，待掘11302运输平巷沿煤层走向布置在C3煤层中，开切眼则沿煤层倾斜方向布置在C3煤层。11302运输平巷全长800M。在1115绕道处按310的方位沿地层走向掘进至井田边界，巷道沿煤层顶板掘进，当煤层厚度不能满足巷道设计净高要求时破底掘进。第二节巷道断面一、巷道断面及支护1、断面形状及尺寸根据煤矿安全规程规定，巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的要求，同时根据生产实际需要，巷道断面选用如下规格巷道形状为四边形L25M，H24M，S净6M2，S掘605M2。2、巷道支护及参数（1）临时支护采用前探梁或安全点柱进行临时支护。前探梁使用9号工字钢，长4米，3根，吊挂采用18钢筋做成的吊环，吊环规格为150100。安装时，先将吊环拧在锚杆处露端，每根前探梁采用2个吊环，由外向里推移；至工作面后，用刹顶木前后将前探梁背紧；爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作不留空顶。放炮后30分钟排除炮烟后，由一人监护、一人站在安全地点用长柄工具找掉顶帮浮矸、活石，确认安全敲帮问顶后，先打拱部锚杆及挂金属网，若遇岩性有变化，应先采用前探梁或安全点柱进行临时支护，确认顶板安全后方可进行施工。空顶距离不得超过一排锚杆的距离。（2）永久支护围岩稳定正常掘进为锚网支护，支护材料为锚杆规格顶锚杆为202000MM，间排据800700MM，每排用4根；帮锚杆为201800MM，间排距600700MM，每排用2根；顶网用65的钢筋焊接成18501050MM平网，网孔为100MM100MM。巷断面图3、巷道布置图采空区一采区C3回风斜井X29768Y34150Z副斜井X297348Y61Z主斜井X29738Y6410Z第三节支护工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，符合设计后方可施工，不符合设计时须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，用长把工具找掉迎头帮顶的活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，按中腰线检查巷道毛断面规格尺寸、处理好欠挖部位、按支护说明书上规定的间排距点好眼位。顶部锚杆孔采用MQT120型锚杆钻机施工，两邦锚杆孔采用YTP26型气腿式凿岩机进行打眼，28MM“一”字型钎头，中空六角钢钎杆，锚杆眼的位置要准确，间排距误差不得超过100MM，锚杆孔沿着巷道轮廓垂直，误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，误差不得大于50MM。先用同一规格的锚杆试探锚杆眼的深度，检查其角度和孔眼直度以及孔内是否有碎块，若不符合要求必须重新打眼。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。必须打一个眼装一根杆。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，待孔吹净后，先放入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，用带有专用套筒的风马达卡住螺帽，开动风马达，使风马达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，方可撤去风马达，搅拌旋转时间为30秒，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽，1分钟之后，用扭矩扳手拧紧螺帽。托盘必须紧贴岩面外露不得超过50MM，锚固力不得小于50KN。3、顶部锚杆安装1）顶部锚杆安装施工工艺敲帮问顶找掉危岩活块用锚杆钻机钻锚杆孔并清孔挂网往钻孔内放入树脂药卷（先放入快速药卷，后放入中速药卷）用锚杆头部顶住树脂药卷并送入孔底并用锚杆钻机搅拌器联接钻机和锚杆尾部转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间（根据树脂药卷使用说明书，一般为1530S）停止搅拌但保持钻机推力等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1MIN）方能退下锚杆机。2）锚杆应紧跟掘进及时支护，锚杆采用液压锚杆机完成，先用10M的钻杆,后换2M的钻杆,采用28MM钻头；钻孔时锚杆机升起，孔深控制在19502000MM,并保持钻孔角度,钻头钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除岩煤粉和泥浆。3）放入树脂药卷（先放入快速药卷，后放入中速药卷）锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆机机头联接，杆端插入已装树脂药卷的钻孔中，升起锚杆机，将孔口处的药卷送入孔底。4）利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌树脂药卷是锚杆安装中的关键工序，搅拌时间按厂家要求严格控制，同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断。5）锚杆间排距为800700MM，允许误差不超过100MM。6）锚杆外露不大于100MM（包括托盘，螺母），锚杆露出托板不大于50MM。4、帮锚杆安装1）帮锚杆安装施工工艺敲帮问顶找掉危岩活块定孔位用凿岩机钻巷帮锚杆孔并清孔往钻孔内放入树脂药卷用锚杆头部顶住药卷并送入孔底用搅拌器联接风动钻机和锚杆尾部转动风动钻机搅拌药卷至规定时间（根据药卷说明书，一般为1530S）停止搅拌等待规定时间（根据药卷说明书，一般为1MIN）安装其它帮锚杆。2）孔深要求19502000MM。5、支护质量要求锚杆眼的方向应与巷道周边垂直，其间距均匀，误差不超过50MM，锚杆丝头外露误差2050MM，托盘要紧贴岩壁，不得松动。锚杆扭力矩及锚固力的要求顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩不低于100N，顶锚杆锚固力不小于60KN，帮锚杆锚固力不小于40KN。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法正常掘进时采用风镐荣落煤，钻爆法破岩，人工装车，人力推车，短掘短支，一次成巷的施工方法。二、工艺流程根据设计要求及断面、支护结构、地质水文等条件，锚网喷支护，先光爆，锚网，的施工工艺。其主要工序为打眼光爆敲邦问顶找掉浮矸活石临时支护打拱部锚杆眼安装锚杆挂网出矸施工两邦锚杆挂网。三、设备配备第二节施工准备巷道施工前，要对开门口周围20米范围内的电缆、风水管路进行保护好。必须先安装好局扇及风、水管路，使其具备供风、供水和防尘条件；开口前10米严格执行开口措施。打眼时严格执行炮眼设计深度，控制每孔装药量，多打眼少装药。第三节爆破作业爆破说明书一钻眼机具的选用巷道掘进时选用YTP26型气腿式凿岩机进行打眼，选用20长的六角钻杆，42MM一字型的钻头。二爆破器材的选用L，炸药使用煤矿许用三级乳化炸药；2雷管使用14段煤矿许用毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130毫秒。3起爆器使用MFB100型电容式放炮器。4放炮线采用两芯专用放炮母线。序号名称型号单位数量备注1动力电缆U100031614米900探水钻用2探水钻ZYD750台2一台备用3综保ZBZ40台14局扇FBD56/112台2一台备用5型锚杆钻机MQT120台2一台备用6防突参娄数仪WTC台17风筒600米9508风钻YTP26台2一台备用9放炮器MF100台110隔爆馈电开关KBD200台211隔爆真空开关QBZ80/660（380）台412断电仪KBG3K台113高低浓度瓦斯传感器台3一台备用14155。封孔材料及用具的选用封孔材料使用粘土和水炮泥。装药封孔的炮棍采用竹木棍。封孔时先装5080MM的黄泥，接着装水炮泥，然后用炮泥封孔，封孔长度不低于05M。三爆破技术要求1严格按炮眼布置图及爆破作业图表要求布置炮眼、打眼、装药、联线、放炮。2、要求一次装药必须一次起爆，最后一段延期时间不得超过130MS，装药结构为正向连续。起爆使用MFB100型电容式发爆器一次起爆，联线方式为大串联。放炮地点主井11302运输巷转载点。躲炮地点同放炮地点；岗哨位置见放炮警戒图。放炮警戒启爆地点同；副井1115中部车场跟距11302运输巷回风绕道10米处。四炮眼布置图及掏槽方法由于巷道沿煤层顶板掘进，先用风镐将煤落下，底部岩石爆破时不需要掏槽。（五）、爆破效果图表爆破效果图表按F6考虑，施工中岩性有变化时，应调整爆破图表。（炮眼布置及装药量）装药量角度眼号眼名眼深米眼长米卷/眼小计公斤水平垂直爆破顺序联线方式13辅助眼171741218900412、14周边眼15153304590013周边眼1533045113正向串联连续装药合计45675注我矿火工品使用煤矿许用乳化炸药和瞬发电雷管。3、预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率094每米巷道炸药消耗量公斤/米482每循环进尺米14每循环炮眼总长度米78每循环爆破实体量米384每米3煤岩雷管用量个/米306炸药消耗量公斤/米3124每米巷道雷管消耗个/米10六、装药结构正向装药结构（见装药结构示意图）。第四节装运岩（煤）方式装岩（煤）的方法掘进期间采用人工装运煤、岩，采用075吨的V型矿车，轨道运输，人力推车。第五节管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3M一个，电缆垂度不超过。水管接口要严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20M范围内使用1吋胶管，20M外使用50MM钢管，要及时随工作面前进延接，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5M。在掘进施工中，所有敷设的电缆、供水、供风管路、风筒等均应按规定要求吊挂牢固、整齐。风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风使用2吋铁管，距工作面20M范围内使50MM胶管。风筒使用600MM的抗静电阻燃风筒，必须双反边接头，逢环必挂且不得漏风。风筒口距工作面不得超过5M。2、铺轨要求（1）轨道直线段轨距为600MM，轨距误差不大于10MM，不小于5MM；轨道接头的间隙不得大于5MM，轨头上下和左右错差不得大于2MM；轨道接头扣件齐全与轨型相配，安装必须紧固有效。（2）曲线铺轨时，轨枕应与曲线径向一致，两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为钢轨长度的1/31/4。（3）道轨铺好后，道心要填平、砸实。道轨型号要统一（15KG/M）。（4）轨枕为木枕，规格（长宽厚）为12M2M02M，枕木间距为07M，其偏差不得超过要求的100MM，轨道中心线与道木的中心线一致，道木要垂直于轨道中心线。（5）同一线路必须使用同一型号钢轨，使用期间应加强维护、定期检修。第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织及作业循环一、劳动组织采用三班八小时工作制，班掘班支护，一次成巷作业方式。循环进尺为14M。昼夜循环数3个，特种作业人员必须持证上岗作业。劳动组织表人员配备序号工种早班中班夜班小计1掘进打眼、支护工33392爆破工11133运输工22264绞车司机11135装煤矸444127值班电工11138班组长1113合计13131339二、作业循环为保证正规循环作业，掘进施工作业必须根据劳动组织表合理配置人员，合理安排工序，工序和工序之间在确保安全的前提下尽量做到交叉作业、平行作业，提高工时利用率。当班出勤达不到劳动组织表中规定的正规循环作业所需人数时，应根据各工种人员出勤情况，减少交叉作业、平行作业环节或采用逐工序依次施工，合理组织生产。循环作业图表工序分类时间分钟1小时2小时3小时4小时5小时6小时7小时8小时交接班10工作准备10风镐落煤掏槽80装煤、运煤80打眼放炮60放炮后通风30安全检查10打顶部锚杆、挂网60装运煤、矸120打帮锚杆、挂网40铺轨或砌水沟50清理、检查10说明1、循环作业方式为每班一个循环，昼夜三个循环。如因故打乱了正规循环时要求各班尽量调节各道工序作业时间，使之恢复正规循环作业第二节主要技术经济指标经济技术指标表序号项目单位指标1每循环在册人数人422每班出勤人数人393出勤率924循环进度M145效率M/工0116月循环次数个807月进度M1128循环率889锚杆消耗根/M112510树脂药卷消耗块/M11金属网消耗M2/M12炸药消耗KG/M48213雷管消耗个/M10第六章生产系统第一节通风系统11302运输巷在施工过程中采用局部通风机压入式通风，局部通风机及其开关安设在副井中部车场新鲜风流中，且距回风口不小于10米。掘进工作实行双风机双电源，局部通风机必须实行三专两闭锁。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、瓦斯或二氧化碳绝对涌出量、一次爆破炸药消耗量、局部通风机实际吸风量、风速和作业人数等规定要求分别进行计算，并必须选取其中最大值。一按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算Q掘100Q掘KD式中Q掘掘进工作面实际需风量，M3/S；Q掘掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，M3/S；掘进采面瓦斯涌出量085M3/MIN。KD掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取KD20。Q掘10008520170M3/MIN283M3/S二按炸药使用量计算Q掘25A（M3/MIN）式中A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，675KG。25以每公斤炸药用量为计算单位的供风标准，M3/MINQ掘25616875M3/MIN三按人数计算Q掘16N（M3/MIN）式中N掘进工作面同时工作的最多人数，取16人。4每人每分钟应供给的风量为4M3/MINQ掘41664M3/MIN通过计算，选用FBD系列矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面通风，其型号和技术参数见表。局部通风机技术参数表型号风量（M3/MIN）风压（PA）效率（）功率（KW）转速（RPM）备注FBD56/11224038010004500802112950（四）、局扇安装地点应配风量计算Q局配Q局吸K配300M3/MIN143429M3/MIN经计计算局扇安装地点全风压供给该处风量不应少于429M3/MIN。Q局吸局扇吸风量，取300M3/MINK配配风系数为143二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风速验算V小Q小S掘大Q允9M/MIN240M3/MIN6M29M/MIN40M/MIN9M/MIN式中V小最小风速S掘大掘进巷道最大断面积，S6M2；Q小工作面最小风量按局部通风机最小吸风量240M3/MINQ允岩规程规定岩巷风速每秒不低于015米每分钟最低风速不小于9M（二）按最高风速验算岩巷掘进工作面的最大风速验算V大Q大S小Q允240M/MINV大380M3/MIN6M2240M/MINV大63M/MIN240M/MIN式中V大最大风速S小掘进巷道最小断面积，S64；Q大工作面最大风量按局部通风机最大吸风量380M3/MINQ允规程规定工作面允许风速每秒小于4米每分钟最大风速小于240M根据以上风量计算，工作地点选用隔爆型对旋轴流式局部扇风机，型号FBD56/112合格，额定吸风量380M3/MIN，风筒选用直径600MM抗静电阻燃风筒。三、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点根据井下巷道布置情况及通风系统的实际情况，局部通风机安装在主井1115绕道口，具体位置由通防部和工程技术部在现场标定。2、通风系统（1）新鲜风流安装主井绕道口的局部通风机11302运输巷掘进工作面（2）乏风迎头11302运输巷回风绕道总回风上山经主要通风机排至地面。附通风系统示意图第二节压风系统1、工业广场设压风机房，安设LG1108型螺杆式压缩机2台，1台工作，1台备用。每台供风量21M3/MIN，排气压力08MPA，每台配套电机功率110KW,电压380V。2、本矿压风自救系统利用地面空气压缩机供风设施和压风急救袋组成，选用ZYJ型压风自救系统。压风自救装置系统参数表型号压气源压力MPA输出压力调节范围MPA单个装置耗气量L/MIN供气方式减压噪声DB操作方式ZYJ0307009150200连接压风系统85手动操作第三节供电系统掘进工作面供电严格执行“三专两闭锁”。工作面机电设备的电压必须与电源电压相匹配，本矿电源电压为660V。机电部门必须保证供电质量，保证电压稳定。1、电由地面10KV变电所副斜井迎头。2、电压等级660V3、电缆线选用U1000350M2116M2附供电系统示意图第四节运输提升系统采用人力推车，轨道运输，铺设15KG/米的轨道。选用075吨V型矿车出矸（煤）。材料设备运输路线地面副斜井副斜井1115中部车场工作面矸（煤）运输路线工作面1115中部车场副斜井地面第五节防尘系统防尘水源来自地面防尘水池，自地面副斜井1115中部车场工作面迎头，且每隔50M设1个三通阀门,便于洒水降尘，装运洒水，冲刷巷帮、个体防护等综合防尘措施。防尘水源来自地面高位蓄水池，自副斜井至掘进面迎头，主管选用100MM钢管，支管选用50MM钢管，工作面使用1寸钢管和1寸高压软管接至掘进头，每50米设三通一个，掘进头30M处设一道能封闭全断面的净化水幕。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、湿式装渣，冲刷巷帮，净化风流等综合防尘措施。防尘系统地面高位水池副斜井掘进面湿式打眼巷道内水幕洒水灭尘装水炮泥水针冲刷岩帮第六节防灭火防火的重点是电缆线、电气火灾、人为火灾和自燃发火及高冒区管理。管理好电缆、电气设备，在掘进遇到顶板破碎时，要求短掘快支，严防冒顶，如冒顶，要求顶板用不燃材料充填实，当冒顶空间大时先充填后注浆；一般外因火灾采用水灭火。消防水源来自地面水池地面消防水池副斜井副斜井1115中部车场工作面迎头，每隔50M设三通阀门一个。第七节排水系统砌筑好水沟，巷道或迎头的积水通过水沟排入1115水仓中，由主排水系统排至地面。第八节监测监控及通讯系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、相关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）必须停止作业，进行处理。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，严格执行“一炮三检”，制度，并做好记录。3、当班的班组长下井时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5M范围内无风筒一侧，当报警时，必须停止工作，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T1掘进工作面的瓦斯传感器。T2掘进工作面回风流中的瓦斯传感器。瓦斯报警浓度T108CH4、T208CH4。瓦斯断电浓度T112CH4、T208CH4。复电浓度T108CH4、T208CH4。断电范围T1掘进巷道内全部非本质安全型电器设备；T2掘进巷道内全部非本质安全型电器设备；工作面T1距迎头不大于5M，工作面回风流T2探头距回风口1015M。甲烷传感器应布置在巷道的上方，不影响行人和行车，安装维护方便，垂直悬挂，距顶板不得大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。瓦斯传感器必须每7天进行一次校对，瓦斯检查员每班用光学瓦检仪校对传感器是否准确，若误差超过规定，则必须立即报告矿调度室安排人员进行处理。监控系统若出现故障，必须及时进行处理。设在现场的安全监控设备及电缆由瓦斯检查员保护和使用，需要移动传感器及电缆时，只许瓦斯检查员按规定移动，严禁擅自停用。局部通风机必须按要求安装局扇开停传感器。三，工作面必须安装防爆电话机与矿调度室及矿井内部电话形成通讯网络，便生产调度指挥和工作联系。第七章安全技术措施第一节施工准备1、施工前，由队长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达掘进工作面作业规程。传达后进行考试、签字、成绩合格后方可下井作业。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。2、施工前，必须按技术部门提前标定好中（腰）线，施工单位严格按给出的开门位置照线施工。3、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。4、开口前，必须对开口周边20M范围内巷道支护进行检查加固，并将各种管路及电缆埋入地沟，用旧皮带或板梁等掩护好。5、开口前，应提前按设计要求，准备各种支护材料。第二节“一通三防”管理一、通风管理1必须有独立完善的通风系统,防止风流短路,通风系统中没有不符合煤矿安全规程规定的串联通风、扩散通风、循环风，管理好所属范围内各种通风设施。2安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定1局部通风机安装符合煤矿安全规程规定，实现“三专两闭锁”安排专人进行挂牌管理,保证正常运转,不得出现无计划停风,有计划停风的必须有专项通风安全技术措施。2压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10M,风机吸风口距地板不少于03M全风压供该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,最低风速必须符合煤矿安全规程规定。3必须使用抗静电、阻燃风筒。风筒接头要严密,无破口,吊挂要平直,无脱节,风筒口距迎头不得大于5M。3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，风筒口距迎头不大于5M，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3。4局部通风机必须保证每天24小时正常运转，无论是否停工都不得停止运转，如特殊情况局部通风机不能开时，要把人员撤至安全地点，切断电源，并在井口设置“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05时，方可人工开启局部通风机。6掘井工作面供风必须使用双风机，双电源自动切换，局部通风必须按要求使用三专两闭锁。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08和最高二氧化碳浓度不超过12，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。二、瓦斯管理1、掘进工作面和其它工作地点做到无瓦斯超限作业,无瓦斯积聚。2、工作面回风流中瓦斯浓度超过12或二氧化碳浓度超过15时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理3、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到08时,必须停止用电钻打眼,爆破地点附进20M以内风流中瓦斯浓度达到08时,严禁爆破。4、掘进工作面及其它作业地点风流中、电动机、或其开关安设地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到12时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。5、掘进工作面及其它巷道内,体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到20时,附近20M内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1以下时方可通电开工。6、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到15时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。三、防尘管理1、掘进工作面防尘供水管路必须完善，三通阀门齐全且符合规定（进口处设置第一个三通阀门），钢管必须接到离迎头30M以内，管路要吊挂平直、不漏水。2、炮掘工作面必须实行湿式打眼，爆破喷雾，冲刷巷帮，装岩（煤）洒水，净化风流，装药使用水炮泥和个体防护等综合防尘措施；爆破喷雾装置安装在距迎头30M以内，净化水幕安装在距迎头50M以内。喷雾装置要封闭巷道全断面，且雾化好、灵敏可靠、使用正常；冲刷巷道应在爆破前后对迎头20M范围内进行冲刷。3、实行个体防护。掘进工作面内的作业人员、回风流中的作业人员及在其它粉尘产生点工作的人员必须佩戴防尘口罩，加强个体防护。4、井下施工必须严格执行各种规程措施和规章制度，防止煤尘堆积，杜绝煤尘事故发生。采掘工作面的班组长为执行综合防尘措施的第一责任者，现场严格执行各种综合防尘措施。5、施工地点必须使用好各种降尘设施，落实好冲尘制度必须加强巷道冲尘工作管理，安排专人负责冲尘工作，并严格考核。皮带机头前后10M范围内每班必须冲尘一次掘进巷道每5天冲尘一次，迎头20M范围内每次爆破前后必须冲尘、洒水。6、严格放炮管理制度和综合防尘措施的落实。四、防火管理1井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点，按规定配备的数量，定期检查校验,责任到人2井下使用的润滑油、棉砂、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉砂、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放、乱扔，严禁将剩油、废油泼撒洒在井巷或峒室内。井下清洗风动工具时，必须在专用峒室进行，必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。3火花。井下供电各类开关关电流整定值必须符合要求。井下供电必须做到三大保护装置齐全并能正常使用，所有电器设备防爆性能必须达到煤矿安全规程要求，过流、欠压、漏电等各种保护齐全可靠，严禁私自拆除，加强机电设备的维护和管理，确保电器设备性能完好，运转时不产生火花，杜绝电器设备失爆。4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组织抢救灾区和实施灭火工作。矿值班调度和在现场区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。5严防预防明火，加强机电设备防爆管理，防止电气火灾。加强爆破管理，防止爆破产生火花。严格执行“入井检身”制度。防止人员携带烟火和穿化纤衣服入井。6机电设备要定期检修、保养。转动和摩擦部位要加润滑油，防止摩擦起火。7工作面消防器材和数量应符合规定并定期检查和更换。井下作业人员必须熟悉灭火器材的存放地点和使用方法。8油类起火严禁使用水灭火。电气设备着火。应先切断电源后灭火。切断电源前，只准使用干粉灭火器、沙子、岩粉等不导电的灭火器材灭火。9在工作面配电点备2台以上的灭火器。10保证地面消防水池水量经常不少于200立方米。11保证供水管路畅通，有足够供水压力和流量。第三节顶板管理1掘进工作面严禁空顶作业；严格执行敲帮问顶制度。掘进工作面在施工过程中，必须按规定及时敲帮问顶，及时用长柄工具处理松矸活石,处理活石时，必须在可靠的临时支护掩护下进行，不准空顶作业和冒险作业。够锚杆排距时要立即打锚杆，不够锚杆排距时采用前探梁临时支护或打上安全点柱。临时支护好后，必须再对工作地点所有的支护进行全面加固，并检查顶帮的围岩情况，确保工作人员的安全。2、找顶工作必须遵守下列规定找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。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。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。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。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。3、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、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况，紧好锚杆后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行支护。4、严禁空顶作业，爆破后及时可伸缩性戴帽安全点柱，要从外向里在支护好的锚杆下进行。5、锚杆支护巷道迎头必须使用可伸缩性戴帽安全点柱，打锚杆眼应全面检查顶板，确认安全后方可工作，并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。6、可伸缩性戴帽安全点柱每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。7、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。8、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必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20MPA的锚杆应当班补打，重新安装。第四节爆破管理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爆破说明书。爆破作业必须执行，“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。3、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。4、本掘进工作面有煤尘爆炸危险,必须采用毫秒雷管爆破，掘进工作面应全断面一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行起爆。5、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。6、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。7、装配起爆药卷时，必须遵守煤矿安全规程相关规定。8、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，应使用抗水型炸药或窠上防水袋。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。9、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、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破、放糊炮和非发爆器起爆。10、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，不得装药放炮。（2）在特殊情况下，如卧底、刷帮、挑顶确需浅眼装药时，必须符合下列规定A、炮泥封满；B、每孔装药量不得超1卷；C、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯，浓度超过08时不准起爆；编制专门的放炮安全技术措施批准后执行；（3）当炮眼深度为0610M时，封泥长度不得少于眼深的1/2；（4）当炮眼深度超过10M时，封泥长度不得小于05M；（5）当炮眼深度超过25M时，封泥长度不得小于10M11、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，或者支护有损坏。2）掘进工作面风量不足。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。5）装药爆破前，班组长亲自布置专人，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。6）工作地点所有人员未清点清楚，或人员未撤离到警戒线以外安全地点前,不准爆破。7）采掘工作面风量不足。8）探水超前距小于设计要求时。12、炸药、雷管的运送及使用管理1）所有爆破人员包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆炸材料的性能和作业规程中的有关规定。2）井下爆破作业必须由专职爆破工担任，爆破工必须经过专门培训，并持有爆破操作资格证书，爆破工必须依照爆破说明书进行爆破。3）爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的炮药箱中，并加锁，严禁乱扔乱放。4）爆破药箱必须放在顶板完好，支架完整，干燥无淋水地点，并避开机械电气设备，每次爆破前都必须把炮药箱放在警戒线以外的安全地点。5）炸药、雷管的领取、使用、退回必须帐物相符，并手续完备。6）运送炸药的人员不准乘坐人车，行走中要避免接触电缆和金属导体，严禁用矿车、皮带机、运输机运送炸药和雷管。13、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型。14、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和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。15、通电后拒爆时放炮员必须先拨出钥匙，将放炮母线摘下扭成短路，再等一定时间后（使用瞬发电雷管至少等5分钟，使用毫秒雷至少等15分钟）才可沿线路检查，找出拒爆原因。16、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。因故当班未处理完毕，放炮员之间必须在现场交待清楚。17处理瞎爆时，必须遵守以下规定（1）放炮不响，放炮员必须摘下放炮母线扭结成短路，取下放炮器钥匙，等一定时间后（瞬发雷管至少等分钟，延期雷管至少等15分钟后）方可沿检查不爆的原因，由于连线不良未爆，可重新连线起爆。（2）在距瞎爆炮眼03米以外另打与瞎爆炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。（3）严禁用镐挖，手拉压风吹瞎爆的炸药和雷管；严禁用打眼方法往外掏药。（4）处理瞎爆工作完毕前，严禁在该地点进行处理瞎爆无关的工作。18、严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。第五节防治水管理1认真做好矿井水文地质及矿井水的观测工作，井巷出水点的位置及其水量，有积水的井巷及采空区积水范围、标高、积水量，必须绘在采掘工程平面图上。2迎头出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员。迎头遇有上述情况之一者都必须停止作业，撤出人员及时汇报调度室。3煤层顶板有含水层和有水体存在时，应当观测断层、裂隙及陷落“三带”发育高度。当导水裂隙带范围内的含水层或老空积水影响安全掘进时，必须超前探放水。4坚持“有疑必探，先探后掘”原则，按规定编制探放水设计，并严格执行。保证探水孔超前距不少于30米。5电钳工必须经常检查排水系统供电和设备运转情况。发现问题及时处理好。确保供电可靠，设备排水正常。6有淋水或滴水的地方必须用风筒等隔水材料进行处理，以免影响作业人员的身体健康与施工作业7砌筑并清理好水沟，作