回风顺槽作业规程

1、目 录第一章 概况3第一节 概述3第二节 编写依据3第二章 地面位置及地质情况3第一节 地面相对位置3第二节 地质构造及煤层3第三节 水文地质情况 5第四节 瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温及地压5第三章 巷道断面及支护形式5第一节 巷道断面5第二节 巷道支护形式6第三节 巷道质量检验标准7第四章 施工方法与施工工艺8第一节 施工方法8第二节 机掘施工方式8第三节 炮掘施工方式8第四节 支护工艺12第五节 装载与运输13第六节 管线及轨道敷设13 第七节 设备及工具配备14第五章 劳动组织及主要技术经济指标14第一节 劳动组织14第二节 作业循环15第三节 主要技术经济指标15第六章 生产系统16

2、第一节 通风16第二节 压风17第三节 综合防尘18第四节 防灭火18第五节 安全监控18第六节 供电19第七节 供、排水系统20第八节 运输20 第九节 照明通信和信号20第七章 灾害应急措施及避灾路线21第一节 灾害应急措施21第二节 避灾路线23第八章 安全技术措施24第一节 施工准备24第二节 一通三防24第三节 顶板26第四节 震动爆破27第五节 防治水27第六节 机电28第七节 运输32第八节 掘进机维护检修与管理制度34第九节 各工种安全注意事项36第十节 质量、安全、工期保证措施39第十一节 其它 41第一章 概况第一节 概述一、巷道名称、位置及相邻关系所施工巷道为50101工

3、作面回风顺槽，开口点坐标为（X=4414338.723，Y=19667976.019，Z=1132.739），方位角为2940939，工程量为1660米，开口处位于回风大巷，开口段坡度为+10，掘进至5#煤层顶板，沿5#煤层顶板掘进，超过停采线后沿5#煤层底板掘进。详见50101工作面回风顺槽平面位置示意图、50101工作面回风顺槽预想剖面图。二、巷道用途及服务年限本巷道用于50101回采工作面回风，服务年限：至50101工作面回采结束。第二节 编写依据1、何家堡煤矿采掘工程平面图；2、矿山井巷工程施工及验收规范（GB50213-2010）；3、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94

4、）；4、煤矿安全规程；(2011版)5、建设工程监理规范（GB50319-2000）；6、国家、省市和行业相关法律、法规、规范要求。第二章 煤层地质情况第一节 地面相对位置巷道相应的地面位置为山梁、山沟地形。该工程区域内无水系水源、无裂缝等导、补水体，无国家保护建筑物和公路、铁路，无工民建筑、无耕地、地物对工程无影响。 第二节 地质构造及煤层一、地层本井田位于大同煤田大同矿区中南部的东南边缘，属于黄土半掩盖区，基岩出露于东南部及区内沟谷两侧。赋存地层由老到新为：奥陶系、石炭系、二叠系及新生界第四系。二、含煤地层井田含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。本工程施工区域所含煤层位于石炭系上

5、统太原组。太原组总厚97.41-137.78m，平均115.98m，共含煤6层，编号为2、4、5、6、8、9号煤层，其中4、5、8号煤层为主要可采煤层，2、9号煤层为局部可采煤层，其它煤层为不可采煤层。煤层总厚平均为30.82m，含煤系数为27%。三、地质构造回风顺槽沿着F1断层下盘掘进，F1断层特征如下：断层编号性质位置走向倾向倾角（）落差（m）井田延伸长度（m）控制依据备注F1 正断层北中部NWSW71501100填图井下掘进原为小峪精查扩大区与鹅毛口精查区分界该断层回风巷、运输巷全部实际揭露，断层破碎带宽度约120米左右，下盘伴生2个小断层，倾向NW，落差小于1米，对掘进没有影响。四、煤

6、层工作面所在区域5#煤层标高1090-1150米，沿着顺槽方向煤层倾角-5，回风顺槽至运输顺槽之间倾角约-5，煤厚1.5-3米左右。直接顶：分布于井田的中部、北西部，岩性为泥岩、高岭质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，厚0.8-3.4m，一般厚度在1-1.5m之间，粉砂岩自然抗压强度57.369.9Mpa，抗剪强度2.3610.9Mpa，抗拉强度3.275.30Mpa。由于与3号煤层之间的间距短，受上部煤层采动影响，5号煤层直接顶板不稳定，特别是只有直接顶赋存的地区。老顶：岩性为粗砂岩、中砂岩、细砂岩，厚4.4-27.2m，分布范围比较小，主要在井田的东南部，该地段5号煤层大部已采。底板：岩性为高岭质泥

7、岩、砂质泥岩、粉砂岩，部分地段为砂砾岩、中细砂岩、粗砂岩，底板厚0.5-6.2m，砂质泥岩自然抗压强度7.817.8Mpa，抗剪强度0.851.10Mpa，抗拉强度0.110.32Mpa。第三节 水文地质情况5#煤层顶板属于弱含水层，在本矿掘进实际揭露中局部含水，涌水量很小，对生产没有威胁。 第四节 瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温及地压一、瓦斯根据山西省煤炭工业厅2013年1月9日晋煤瓦发201349号文件关于朔州市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复和朔州市煤炭工业局朔煤发2013124号文件，关于转发山西省煤炭工业厅关于朔州市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果

8、的批复的通知及怀仁县煤炭工业局怀煤字201384号文件，转发关于朔州市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复的通知。该矿井瓦斯绝对涌出量为0.46m3/min，鉴定等级为瓦斯矿井。二、煤尘据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，原矾水湾煤矿和山西怀仁兴何煤业有限责任公司在井下工作面采样进行煤尘爆炸性测试，结果各煤层煤尘都有爆炸性。三、煤的自燃性据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，原矾水湾煤矿和山西怀仁兴何煤业有限责任公司在井下工作面采样进行煤尘自燃倾向性鉴定，检验成果见下表，各煤层均为自燃和容易自燃煤层。四、地温、地压据地质报告，井田地温、地压无异常现象。第三章 巷道断面及

9、支护形式第一节 巷道断面50101工作面回风顺槽为矩形断面，掘进宽度3800 mm，掘进高度2900mm,掘进断面积11.02m2。详见50101工作面回风顺槽断面图。第二节 巷道支护形式50101工作面回风顺槽采用锚网+梯形梁支护，锚杆采用20mm2000mm右旋无纵肋螺纹钢等强锚杆，顶锚杆间排距为700800mm，帮锚杆间排距为800800mm，锚杆托盘规格为1501508mm弓形铁托盘，孔径22mm,每根锚杆配2360型树脂药卷2只（里端1个超快药卷，外端1个快速药卷）。顶板及两帮采用丝径3.0mm的金属网，网格5050mm。顶板使用14mm圆钢制作的梯形梁，梯形梁长度3600mm。锚索

10、采用高强度低松弛预应力钢绞线，公称直径17.8mm，锚索长度为6.3m，锚索间排距为14004000mm，采用五花布置形式，每根锚索配2360型树脂药卷3只，（里端1个超快药卷，外端2个快速药卷）。锚索托盘：30030015mm的钢板。巷道支护形式详见50101工作面回风顺槽顶锚杆、锚索平面布置图。材料消耗详见巷道延米支护材料消耗表。 50101工作面回风顺槽巷道延米支护材料消耗表材料名称规格数量材料名称规格数量锚杆202000mm17.5套金属网3.0mm9.6平米锚索17.86300mm0.375套锚固剂CK236036.125个梯形梁143600mm1.25根如遇50101工作面回风顺槽

11、顶板以上为煤层及黑色泥岩，岩性不稳定，疏松破碎时，为保证施工安全，根据顶板岩性变化采取加强支护措施，具体措施如下： 1、及时进行永久支护1）巷道每掘进0.8米（锚杆排距），即进行顶帮锚杆、网片支护。2）巷道每掘进4.0米（锚索排距），即进行锚索支护。2、加强支护1）采用加长锚索悬吊槽钢当顶板煤层及黑色泥岩厚度增大，原设计锚索长度不能锚固于稳定岩层时，采用加长锚索悬吊槽钢，锚索采用矩形布置，锚索排距为2.4m。工作面准备6.3米、8.3米、10.3米、12.3米的锚索各20根，根据顶板岩性选用相应长度锚索，确保锚索锚固在稳定岩层，且锚固长度不小于1.8m，槽钢采用16#槽钢，槽钢长度为2.5米，

12、采用锚索悬吊槽钢，槽钢上面用木板接顶背实。2）当加长锚索不能锚固于稳定岩层，或顶板严重破碎，有冒顶现象时，采取架工字钢棚支护。架工字钢棚采用12#矿用工字钢制作钢棚，棚间距为800mm（中对中）。如冒顶严重，顶板压力增大时，缩小棚间距，钢棚加密，钢棚数量根据现场地质情况决定。第三节 巷道质量检验标准本工程要严格按照设计施工图纸施工，认真执行山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法。巷道施工各分项工程质量检验评定标准1）巷道掘进掘进规格允许偏差项 目合格(mm)宽度中线至任一帮距离0+200高度腰线至顶、底板距离0+2002）锚杆支护工程项次项目允许偏差（mm）检验方法1间距、排距1002锚杆

13、孔深度0+503锚杆方向与井巷轮廓线（或岩层层理）角度（限制）754锚杆外露长度螺母外锚杆丝扣10-40mm锚杆杆体配件的材质、规格、结构、性能都必须符合设计要求。锚杆要垂直岩面，向心布置，托盘密贴岩面，锚杆扭矩100Nm，锚杆锚固力50KN，网片要铺设平直，搭接长度不小于100mm。网与网搭接处每300 mm用双股绑丝打结。3）锚索支护工程预应力锚索的材质、规格、结构、强度必须符合设计要求，钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于3，锚索安装深度不小于设计深度的95。锚索锁定后的预应力的最小值不小于设计的90。锚索锚固力150KN，预紧力100KN。锚索露出索具150-250mm。 第四章 施工方

14、法及施工工艺第一节 施工方法1、开口段一定距离内，巷道岩性为砂岩和泥岩，采用爆破掘进。2、巷道进入煤层后采用掘进机按设计要求的规格断面一次切割成巷，正常情况下，要按机掘切割顺序图进行，保证巷道宽度、高度满足设计要求。3、当岩石坚硬掘进机无法掘进时，先采用放炮松动爆破，然后再利用掘进机施工。4、在遇断层等地质构造时，机掘施工难以进行，施工方法改为人工打眼爆破的方法进行作业。每班施工前首先在工作面进行超前短探，探孔深15米，每班最多掘进10米，短探终孔位置始终保持超前掘进工作面5米距离。每次短探布置5个孔，详见超前短探平、剖、断面图。第二节 机掘施工方式掘进机采用EBZ200型掘进机进行作业。掘进

15、时，掘进机每刀割进深度0.6m，截割头由工作面底部进刀，由下向上顺序横向切割，形成断面后，将巷道顶、底按水平方向，两帮沿竖直方向进行修整，使巷道断面达到设计要求。工艺顺序：安全检查验收上班进度、支护规格、巷道质量校正激光指向仪试机进刀割煤、出煤安全检查安装前探支护按中线标定锚杆眼位稳钻打锚杆眼检查本循环巷道成型和支护质量进行下一循环作业。附：工艺流程图 掘进机截割程序断面图第三节 炮掘施工方式一、施工方式施工采用YT28型风钻打眼、放炮， MQT-120型锚杆钻机打锚杆、锚索。采用扒渣机及刮板输送机出渣，运料采用矿车运至工作面。施工工艺流程如下：打眼放炮通风排烟敲帮问顶、清除浮矸/检查处理瞎炮

16、临时支护打顶锚杆孔、清孔安装顶部锚杆、网打两帮锚杆孔、清孔安装帮锚杆、网片排矸。二、爆破作业爆破采用光面爆破法，使用级煤矿许用岩石炸药，毫秒延期电雷管，起爆器选用MFd-200型起爆器。1）装药：装药前必须对工作面附近20米范围内进行瓦斯检查，用压风或掏勺将炮眼内的煤（岩）粉清除干净。然后按照作业规程中爆破说明书规定的各号炮眼装药量、起爆方式进行装药。各炮眼的雷管段号要与爆破说明书规定的起爆顺序相符合。装药时要一手拉脚线，一手拿木制或竹制炮棍将药卷轻轻推入眼底，用力要均匀，使药卷紧密相接。药包装完后要将两脚线末端扭结。2）封泥：炮眼封泥用水炮泥，装填炮泥时，一手拉脚线，一手拿炮棍推填炮泥，用力

17、轻轻捣实。封泥的装填顺序是：先紧靠药卷填上3040毫米的水炮泥，然后装填水炮泥一至数个，在水炮泥的外端再填塞炮泥。装填炮泥时不要用力过大，以防压破。眼深0.61.0m时，封泥长度不得小于眼深的二分之一；眼深超过1m时，封泥长度不得小于0.5m；眼深超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。3）敷设爆破母线：爆破母线采用铜芯绝缘双线，母线长度不少于110m，接头数不超过1个且不得有明接头。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。爆破母线必须由里向外敷设，其两端头在与脚线、发爆器连接前必须扭结短路。4）设置警戒及安

18、全检查：放炮前，要对放炮地点进行全面检查，发现不安全隐患及时处理，放炮前要保护设备，煤电钻、电缆、工具等都要转移至安全地点。放炮时班组长要亲自布置责任心强的人，在警戒线和可能进入放炮地点的通道上担任警戒工作并设置警戒线。放炮前，所有人员都要撤到警戒线以外直线100m、曲线75m处，人数清点准确后，放炮员得到班、组长的通知，才能放炮。放炮警戒示意图见附图4-1。5）爆破：母线与脚线连接后，爆破工最后退出工作面，并沿途检查爆破母线是否符合要求。爆破工撤至发爆地点后，随即发出第一次爆破信号。爆破工接到班组长的爆破命令后，将母线与发爆器相接，并将发爆器钥匙插入发爆器，转至充电位置。5秒后，第二次发出爆

19、破信号，发爆器指示灯亮稳定后，将发爆器手把转至放电位置，电雷管起爆。起爆后，拔出钥匙将母线从发爆器接线柱上摘下，并扭结短路；拔出放炮钥匙。6）验炮：爆破后，待工作面的炮烟被吹散，必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。处理完毕后，解除警戒，其他人员方可进入工作面作业。7）注意事项：严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度，瓦斯浓度达到1时，不准放炮。放炮母线要足够长，保证达到规定的安全距离，发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带。放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作只许放炮员一人操作。放炮以后，及时通风排烟，放炮员和班组长必须巡视放炮地点，

20、检查通风、瓦斯、煤尘、顶板等，如有危险必须立即处理。放炮后工作面残留在矸石中的炸药和雷管要收集起来，下班后连同剩余爆炸材料一起交回炸药库。爆破原始条件序号名称单位数量1掘进断面米211.022岩石坚固性系数ff63炮眼深度米1.84炮眼个数个435工作面瓦斯情况低瓦斯6电雷管个437每循环总药量公斤19.5炮眼排列及装药量眼号炮眼名称炮眼深度(m)装药量倾角爆破顺序联线方式眼数(个）(公斤/眼)合计(公斤)水平垂直14掏槽眼2.040.62.4串联512辅助眼1.880.64.81333周边眼1.8210.36.33443底眼1.8100.66共计19.5预期爆破效果项目单位数量备注炮眼利用率

21、90每循环工作面进尺米1.62每循环爆破实体米317.85每方实体炸药消耗量公斤/米31.1每米巷道炸药消耗量公斤/米12.0每方实体雷管消耗个/米32.4每米巷道雷管消耗个/米27第四节 支护工艺一、临时支护临时支护采用4根长4.0m的吊环式前探梁作为临时支护，探梁采用3寸钢管制作，探梁间距1.0m。使用方法：爆破后立即将前探梁移至迎头，前探梁至迎头的端面距不大于300mm；每根探梁采用2个5寸吊环固定，上吊环的锚杆必须留有足够的丝扣，达到40-80mm，以保证吊环的牢固。探梁之上采用木方及木楔充分接顶过实背牢。迎头最大空顶距不大于0.8m。详见临时支护示意图。二、锚杆支护工艺在掘进完成一个

22、循环后要紧跟工作面进行顶帮锚网支护，采用MQT-120型锚杆钻机打眼和安装锚杆。1）钻锚杆孔：顶锚杆采用锚杆钻机钻眼，使用28mm钻头，帮锚杆采用风煤钻钻眼，使用28mm钻头，按照巷道的支护设计参数及位置钻凿眼孔，眼孔要圆直，眼径和药卷直径相匹配，误差为5毫米。打完眼后要用压风将锚杆眼内的岩粉碴子和积水吹洗干净，吹洗时眼孔正下方附近严禁有人。2）安装锚杆：检查锚杆机各部位完好情况，开机空载运转检查是否正常。用锚杆安装机将锚杆连同药卷一起送至眼底后再开动锚杆安装机用锚杆捅破树脂药卷并快速搅拌推进，推进搅拌速度要均匀，推力要适度，安装搅拌推进不能中断，应一锚到底。锚杆前端至眼底后不得再进行搅拌，以

23、免影响锚固效果。锚杆杆体推进搅拌到位后，锚杆安装机应抵住锚杆（不松动时间2分钟以上），等树脂药卷固化后，先将锚杆安装联结握住防止落下伤人，再慢慢退安装机，卸下安装联结器后，要及时在孔口将杆体楔住，固化前不要使杆体位移或晃动。安装退机15分钟后树脂基本固化后方可上托板和螺母。安装机使用结束后，各种操作开关处于关闭状态，清理干净后，搬离安装地点。3）注意事项：爆破作业后要及时进行锚网支护，锚杆至工作面空顶距离不得超过锚杆排距，严禁空顶作业。安装锚杆前，要先对锚杆安装机进行检查，看各零部件是否齐全，紧固件是否松动，各操纵机构是否灵活可靠，外接水源和气源阀门是否良好,扳机和搬把是否处于关闭状态，油雾器

24、内是否有足够的润滑油。三、锚索支护工艺采用置顶式气动锚杆钻机打锚索眼，钻杆采用六棱钻杆。打眼前要先敲帮问顶，把喷体顶部破碎表层处理掉。钻机开眼时要扶稳钻机，先开气腿，使钻头顶住岩面，垂直砼体顶部打眼，两肩锚索眼要垂直两巷道岩面，确保开眼位置正确，锚索眼必须与巷道面垂直角度偏差不得大于3。锚索为单根钢绞线端锚锚索，锚索末端套上专用驱动头，拧上导向管并卡牢。将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底，使用树脂锚固剂进行锚固，锚杆打眼机搅拌。装上托盘、锚具1小时后再进行张拉力测试，将其托至紧贴顶板的位置，把张拉油缸套在锚索上，使张拉油缸和锚索同做轴，挂好安全链，人员撤开，分级张拉，达到设计的预紧力或油缸行程结束

25、时，迅速换向回程。锚索张拉预紧力应控制在要求范围内，48小时后如发现预紧力下降，必须及时补拉。张拉时发现锚固不合格，必须补打合格的锚索。第五节 装载与运输工作面开口段采用刮板输送机出渣至回风大巷皮带机，再经联络巷单滚筒皮带机运至胶带大巷皮带机，再运至皮带暗斜井皮带，煤、矸石落入井下煤仓，经主斜井皮带运至地面。当溜煤眼施工完成后，工作面煤和矸石经掘进机运至回风顺槽皮带，再经转载皮带运至溜煤眼，至运输大巷皮带，运至地面。施工使用的物料通过副斜井井筒运至井底车场，再经联络巷和回风大巷，然后再运至工作面。施工中使用的锚杆、网片等材料统一固定时间下放，要保证井下存有足够的支护材料。矸石要当班清理干净，同

26、时做到煤与矸石分开装运。第六节 管线及轨道敷设风水管路可靠吊挂于巷道右帮，巷道内敷设18Kg/m的临时轨道，管线及轨道敷设要求如下：1、供风、供水及排水管路的吊挂要采用专用的管卡与施工的眼孔吊挂。卡间距5m，且螺丝必须戴满扣。2、各类电缆、信号线必须悬挂在电缆钩上。3、轨道轨距600mm，轨枕间距800。轨距误差不大于10mm、不小于5mm；轨道间隙不超过10mm；内外差不大于5mm。轨道构件齐全、紧固有效。 第七节 设备及工具配备 设备及工具配备情况见下表序号设备工具名称规格型号单位数量备注1掘进机EBZ200台1用于工作面掘进、出渣2锚杆钻机MQT-120/2.7台4用于锚杆、锚索安装3风

27、 钻YT28台2用于放炮打眼4局部通风机FBDNo.7.1/230台2用于工作面通风5风镐G10台2用于工作面凿岩、起底6水泵台2用于工作面抽水第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织工作面按“三八制”组织生产，各班组人员配置详见劳动组织表。在施工过程中，要将主要工种和辅助工种合理的组织在一起，既有明确的分工，又要在统一领导下密切配合和协作，共同完成各项施工任务。 劳动组织图表（机掘）工种人数班次掘进机司机支护工机修工辅助工班长合计早 班1522111中 班150219夜 班150219小 计31526329劳动组织表（炮掘）工种 班次 掘进 支护班 出渣班喷砼班合计班长133放炮、

28、支护工5315皮带工236电钳工133绞车司机133合计21930第二节 循环作业施工作业实行“三八制”作业，每循环进尺0.6m，完成掘进、出渣、支护；日平均进尺12m（煤巷）。按正规循环组织生产，每月按25工作日，月进尺为300m。为保证正规循环作业的完成，施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，充分利用工作时间，提高工时利用率。详见机掘正规循环作业图表。开口段采用爆破作业时，施工作业实行“滚班制”作业，每循环进尺1.6m，完成掘进、出渣、支护，日平均进尺4.8m。按正规循环组织生产，每月按25工作日，月进尺为120m。详见炮掘正规循环作业图表。第三节 主要技术经济指标 主要技术经

29、济指标（机掘）序号项 目单位指标 备注1巷道长度m16002巷道断面m211.023在册人数人294月出勤数天255每循环进尺m0.66日进尺m127月进尺m300 煤巷 主要技术经济指标（炮掘）序号项 目单位指标 备注1巷道长度m602巷道断面（净/掘）m211.02 3在册人数人304月出勤数天255每循环进尺m1.66日进尺m4.87月进尺m120 第六章 生产系统 第一节 通风一、通风方法：掘进采用局部扇风机通风，通风方式为压入式。在副斜井井底车场处安设两台230KW对旋轴流局部通风机，将新鲜风流压入工作面，风筒采用胶质阻燃柔性风筒，直径1000毫米，吊挂在巷道一侧，风筒出风口距工作面

30、掘进头的距离不大于5米。（1）通风方式：采用局扇压入式通风方式。（2）工作面风量计算按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q100qvK掘1000.46292（m3/min）式中：Q掘进工作面实际需要的风量，m3/minqv掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/minK掘掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数，炮掘工作面取1.8-2.0。按工作面每循环最大炸药消耗量计算：Q25A2519.5487.5 （m3/min）式中：Q掘进工作面实际需要的风量，m3/min25使用1kg炸药的供风量，m3/minA工作面一次爆破所用的最大炸药量，22.6kg。按工作面人数计算：Q4n42288 （m3/mi

31、n）式中：Q掘进工作面实际需要的风量，m3/min4每人每分钟不低于4 m3的配风量n掘进工作面同时工作的最多的人数，取22人。按风速验算：Q最低600.25S600.2511.02165.3（m3/min）Q最高604S60411.022644.8（m3/min） 式中：Q最低掘进工作面按最低风速需要的风量，m3/min Q最高掘进工作面按最高风速需要的风量，m3/min S掘进工作面断面，m3根据以上计算，Q487.5m3/min，Q最低487.5Q最高（3）局部通风机、风筒规格选型故选择FBDNo7.1/230型隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，功率为230KW，额定风量为：410640m

32、3/min。采用1000mm抗静电胶质风筒，风机位置及风量调配要符合规定。风筒要吊挂平直，开口时要缓慢拐弯保证通风畅通。二、通风系统。新鲜风流：地面-副斜井井筒-井底车场-联络巷-回风大巷-50101工作面回风顺槽-工作面污风风流：工作面-回风大巷-回风联巷-回风斜井-地面详见附图6-1：通风系统示意图。第二节 压风压风由地面1台26m3矿用螺杆式空气压缩机，敷设一趟管路向掘进工作面压风。压风系统：空压机-副斜井-井底车场-联络巷-回风大巷-工作面详见附图6-2：压风系统示意图。第三节 综合防尘防尘水源来自井下供水管路，用2寸钢管和1寸胶管接至工作面。1、水管紧跟迎头、坚持湿式打眼，放炮严格使

33、用水炮泥，放炮前后及时对起爆点附近20m内的巷道进行洒水降尘、降温；2、距工作面50米内安设水幕，各转载点安设喷雾装置、按规定设置隔爆水槽；3、掘进机作业时必须使用内、外喷雾，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa。4、掘进机桥式皮带转载机机头处安装水幕，水幕距工作面的距离不大于50m，作业时必须打开水幕降尘。5、掘进机上2个转载点必须设洒水喷雾装置，运煤开启，停运关闭。6、工作人员要做好个体防护，配戴防尘口罩。7、坚持湿式截割、凿岩，无水不准开机、开钻。8、工作面50m范围内，每天冲洗一次，以降低工作面粉尘。9、巷道内每隔50m设一洒水三通，每周冲洗一

34、次巷道，清除积尘。10、所有除尘设施，每班由跟班队长、机电工维护,坚持正常使用。第四节 防灭火1、防灭火用水来自井下供水消防管路，用2寸钢管和1寸高压胶管接至用水地点。2、设置灭火器材：在配电点及主要设备点设沙箱1个、灭火器2台、铁锹两把、铁桶两个。第五节 安全监控1、班长以上的管理人员，特殊工种人员下井时必须随身携带便携式甲烷检测报警仪，随时监测工作范围内的瓦斯浓度。2、工作面瓦斯检查员下井时必须携带光干涉甲烷检测仪，每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录；同时执行“三人联锁”制度。3、井下设置瓦斯传感器、一氧化碳传感器、风量传感器等，对井下风流中各种气体浓度进行随时监测。4、甲烷检测报

35、警仪的报警浓度为0.8%；所有携带甲烷检测报警仪的人员在检测瓦斯浓度时，若出现报警时，必须立即停止工作进行处理，并向通风科、调度室汇报。5、煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面甲烷传感器必须按规定设置，并实现瓦斯风电闭锁。在工作面混合风流处设置甲烷传感器T1，在工作面回风流中设置甲烷传感器T2；T1距掘进工作面5m，T2距回风口1015m。6、监控设施管理措施： 甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，距巷道煤帮不小于200mm。不得安在吊挂风筒一侧巷道。 甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他损坏。 掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传

36、感器实现瓦斯电闭锁，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。 因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。 掘进工作面甲烷传感器T1由班长负责前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。 洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。 每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源。第六节 供电一、电源：来自井下移动变压器的双回路电源，通过KBZ-630型总馈电开关接到工作面馈电及各用电开关。二、工作面开关配备序号开关名称开关型号开关用途1馈电开关KBZ-400工作面内馈电2双回路风机专用开关QBZ-280/660F风机专用3馈电开关KBZ-

37、400掘进机专用4真空开关QBZ-200皮带机5真空开关QBZ-30潜水泵6真空开关ZBZ-4.0照明及信号用详见附图6-3：供电系统示意图。第七节 供、排水系统1、供水路线：地面静压水池-副斜井井筒-副井井底车场-联络巷-回风大巷-50101工作面回风顺槽-工作面。2、根据地质说明书的有关资料，工作面安设临时水泵以备进行排水。排水系统：工作面-50101工作面回风顺槽-回风大巷-联络巷-副井井底车场-副斜井井筒-地面。详见附图6-4：供排水系统示意图。第八节 运输一、运煤、排矸1、溜煤眼未施工前工作面刮板输送机-回风大巷胶带输送机-电滚筒皮带机（联络巷）-胶带大巷胶带输送机-暗斜井胶带输送机

38、-主井胶带输送机-地面。2、溜煤眼施工完成后工作面掘进机-工作面转载机-回风顺槽胶带输送机-回风大巷胶带输送机-溜煤眼-胶带大巷胶带输送机-上仓胶带巷胶带输送机-主井胶带输送机-地面。二、运料地面-副斜井-井底车场-联络巷-回风大巷-工作面。详见附图6-5：运输系统示意图。第九节 照明通信和信号井下工作面安装防爆电话，电话号码为（ ），能够与井下各处、地面互相联系。井下照明采用防爆白炽灯。第七章 灾害应急措施及避灾路线第一节 灾害应急措施一、灾害应急措施1、发生瓦斯、煤尘爆炸事故时，处于灾区和受威胁区域的人员，要迅速佩带自救器撤离现场，在就近的安全地点使用电话与调度室联系。调度室在接到电话后要

39、迅速组织人员探明事故地点、范围和气体成分，发现火源或瓦斯燃烧应立即切断电源并直接灭火，防止二次爆炸。在证实无二次爆炸的可能性时，应迅速修复破坏的通风系统、运输系统、供电系统。2、发生煤与瓦斯突出事故时，要迅速撤出灾区人员和抢救遇难人员，切断通向灾区的电源。对充满瓦斯的巷道要加强通风，按瓦斯排放措施将高浓度瓦斯稀疏。瓦斯排放过程中所经巷道必须严格消除烟火和切断电源，严禁人员通行。要及时恢复正常通风和清理突出的煤炭。3、井下火灾事故发生时，要迅速查明并组织撤出灾区和威胁区域的人员，请求矿山救援队抢险和抢救遇难人员，同时探明火源地点，有效控制风流和有害气体蔓延，建立火区临时通风系统。在火灾初期，火灾

40、范围不大时，应积极组织人力控制火势直接灭火，灭火无效时，应采取隔绝灭火法封闭火区。4、井下水灾发生时要及时撤出灾区人员，并制定受水灾威胁的所有人员安全撤退路线。在现有排水能力不足时，应增设水泵和管路，必要时将其他管路改为临时排水管路，并针对具体情况进行堵水。当部分地区被水淹没后，发现有人被堵于井下，要首先制定营救措施，判断人员所在地点，并根据涌水情况和排水设备能力，估计排出积水的时间，如需要较长时间，可考虑和遇难地点开通巷道运送急需物资。5、井下发生冒顶事故时，首先要探明冒顶区域范围和被埋压，堵塞人数和位置。积极恢复冒顶区域的正常通风，如果暂时不能恢复，可利用水管，压风管路等向被埋压，堵截人员

41、输送新鲜空气。在处理顶板过程中必须始终坚持由外向内，加强用千斤顶等工具移动石块，尽量避免破坏冒顶岩石堆积状态。在处理顶板灾害过程中，要始终有专人检查瓦斯和观察顶板变化，发现顶板出现异常及瓦斯超限应立即撤出人员进行处理。二、自救与避灾（一）瓦斯、煤尘爆炸事故的避灾方法：井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，一般都会有强大的爆炸声和连续的空气震动，产生很强的高温气浪，并产生大量有害气体。这时候，一定要沉着，不可惊慌，也不要乱喊乱跑，要积极自救。自救的方法是：迅速背向空气震动的方向，脸向下卧倒，头要尽量低些，用湿毛巾捂住口鼻，用衣服等物遮盖住身体，使身体的外露部分尽量减少。在爆炸的一瞬间，要尽可能屏住呼吸，防止

42、吸入大量的高温有害气体。与此同时，要迅速取下自救器，按照操作方法戴好。戴好自救器就要辩清方向，沿避灾路线，尽快进入新鲜风流区而离开灾区。撤离中，要由现场负责人或有经验的老工人带领同行。假如巷道破坏很严重，又不知道撤退路线中是否安全，就要设法找到较安全的地方暂时躲避，安静而又耐心地等待救护。躲避的地方要选择在顶板坚固、没有有害气体，有水或离水较近的地方，并且要时时注意附近情况的变化，发现有危险时，就转换地方。避灾中，每个人都要自觉遵守纪律，听从指挥，并严格控制矿灯使用。要主动照顾好受伤人员，还要时时敲打轨道或铁管，发出呼救信号，并派有经验的老工人（至少两人同行）出去侦察。经侦察确认安全后，大家就

43、可向井口退出，并在沿途做出信号标记，以便救护队跟踪寻找。如果有可能，要寻找电话及早同地面取得联系。（二）火灾事故的避灾方法：在井下，不论任何人发现了烟雾或明火，知道发生了火灾，要立即向调度室汇报，并采取一切可能的方法直接灭火。若电器设备着火，要首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。切不可一见到火就惊慌失措，四散奔逃。若火灾范围很大，或火势很猛，现场人员已无力抢救时，就要进行自救避灾，具体做法是：1、迅速戴好自救器，现场负责人逐一进行检查后撤退。2、位于火源进风侧的人员，应迎着风流撤退。位于火源回风侧的人员，如果距火源较近、且火势不大时，应迅速冲过火源撤到进风侧，然后迎风

44、撤退；如果无法冲过火区，则沿回风撤退一段距离，尽快找到捷径绕到新鲜风流中在撤退。3、如果巷道已经充满烟雾，也绝不可惊慌失措，不能乱跑，要迅速地辨认出发生火灾的地区和风流方向，然后沉着地俯身摸着轨道或铁管有秩序地外撤。4、如果实在无法撤出，应利用独头巷道、硐室或两道风门之间的条件，因地制宜，就地取材构筑临时避难硐室，尽量隔断风流，防止烟气侵入，然后静卧待救。5、要设法及早用电话同地面取得联系，以便救护人员前来救援。6、所有避灾人员严格遵守纪律，听从现场负责人的指挥，团结互助，共同度过难关。（三）井下透水事故的避灾方法：井下一旦发生透水事故，要尽力判明水源性质（断层水、含水层水、老空水），并用最快

45、的方式通知附近地区的工作人员一起按规定的路线撤出。透水时，水势很猛，冲力很大，要手扶支架躲过水头冲击后向高处走，进入上一个水平，然后出井。假如出路已经被水隔断，就要迅速寻找井下位置最高、离井筒或大巷最近的地方暂时躲避。同时定时在轨道或水管上敲打，发出呼救信号。第二节 避灾路线若工作面发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：水灾事故避灾路线：1）工作面回风大巷联络巷 副井井底车场 副斜井 地面。2）工作面回风大巷回风联巷 回风斜井 地面。3）工作面回风大巷联络巷胶带大巷轨道大巷风井井底车场 地面。火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故避灾路线：1）工作面回风大巷联络巷 副

46、井井底车场 副斜井 地面。2）工作面 回风大巷联络巷胶带大巷上仓胶带巷主斜井地面详见附图7-1：工作面避灾路线示意图。第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前，由项目经理负责组织，由技术人员负责传达批准的作业规程。2、施工前，要提前标定好中腰线，施工队必须严格按线施工。3、施工前，先调整好风、水管线及电源；局部通风机、风筒接至施工地点，地测人员放好中腰线，方可进行作业。第二节 一通三防一、通风瓦斯管理1、加强通风管理，井下设测风站，对工作面风流量进行监测。2、设立通风作业小组，作业人员进行通风值班，确保按要求通风以及及时关闭有关风门，防止漏风、窜风。3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等

47、设施，不准随意同时打开两道风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。4、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% 时,方可恢复正常通风。二、防尘管理1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。2、放炮装药必须使用水炮泥定炮。3、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。4、防尘管路必须接至迎头，每50m设三通一个，以便及时降尘。三、防火管理本工作面施工，防火的重点是防设备、缆线和人为及自燃火灾。1、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。2、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉

48、灭火。应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸张必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期运到地面处理，不得乱仍乱放，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃和无毒性洗涤剂。4、工作面附近的巷道中，应备有灭火器材，其数量、规格、存放地点符合灾害预防和处理计划中的规定，井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本工作区域内灭火器材的存放地点。5、如遇硬岩需放振动炮时，严禁裸露爆破，无封泥、封泥不实或不足的炮眼严禁爆破，炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮

49、眼封泥。6、所有的电气设备应保持良好的防爆性能，杜绝失爆。7、严禁明线接头和破皮漏电，达到“三无、四有”要求。8、各种机械设备的轴承转动灵活，严禁滑动摩擦。四、压风自救、供水自救系统1、压风自救系统（1）煤巷掘进工作面距迎头2540m的距离设置一组压风三通阀门装置，然后每50m设置一组压风三通阀门装置；岩巷掘进工作面距迎头50100m安装一组压风三通阀门装置。（2）压风供应泵站必须设置在地面，压风自救系统安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板1.5m，便于现场人员自救应用。（

50、3）压风自救装置应具有变径、减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。（4）压风自救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固，零、部件的连接要可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。 2、供水施救系统矿用饮水自救装置要和矿用压风自救装置配合使用，当井下发生煤与瓦斯突出危及在场人员生命或发现有煤与瓦斯突出预兆时，或瓦斯严重超标，对工作人员生命有严重威胁时，现场工作人员要以最快的速度打开矿用自救装置的箱门，再打开起动阀，带上面罩进行呼吸，待援。当被困人员口渴时，只需要缓慢打开球阀，管道内的压力水，净化后就会从出水口流出，出水管连接一根软管，可直接饮用。每隔50米安装一组或

51、几组。最好安装在靠巷道边沿，或专门避灾的小硐室里。供水施救装置日常维护及保养，首先应检查自救站或系统的供水是否完好。每周1次，打开手动球阀，检查出水口是否有净化水流出，手动球阀把手是否灵活可靠。第三节 顶板1、每个下井工人必须做到进入工作面首先处理片帮和伞檐，看顶板是否有离层，如发现离层应立即处理；跟班队长必须做到撬搞不离手，如发现顶板有离层，及时通知有关人员处理；如发现大面积有离层时应即时补打锚杆，或采取其它方式支护，确保安全后方可施工。2、过断层、集中应力区、破碎带等事故多发地段，必须编制补充安全技术措施，报有关部门批准后由跟班队长现场组织实施。3、每班在生产中，必须进行顶板检查，发现问题及时处理，确认无误后方可生产。4、掘进工作面严禁空顶作业，严格按规程规定的控顶