切眼施工作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

掘进巷道名称为211301B工作面切眼。

二、巷道用途及工程量

巷道用途：采煤工作面的安装

巷道工程量：211301B工作面切眼全长248m。

断面特征表

巷道尺寸（m）断面（m2）

掘宽掘高掘进面积

9.53.634.2

三、巷道坡度

211301B工作面切眼，坡度沿煤层底板施工，但必须保证坡度平缓；施工方位角为77°51'44"。

四、预计开、竣工时间

预计2013年10月12日开工，2013年12月30日竣工。

第二节编写依据

一、山西锦兴能源有限公司肖家洼煤矿211301B工作面切眼加固方案图。

二、211301B工作面掘进地质说明书

三、《煤矿安全规程》（2011年版）《煤矿安全操作规程》、《煤矿井巷工程施工规范》、《煤矿井巷工

程验收规范》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》等法规、行业标准进行编制。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等，见表1。

巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。

分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。

表1井上下关系对照表

水平、采区21采区工程名称211301B工作面切眼

地面标高+1159〜+1311井下标高+948〜+1060

地面的相对位置建筑

工作面上覆地表为唐吉吉村

物、小井及其他

井下相对位置对掘进

井下相对位置无已掘巷道和采空区，对掘进无影响

巷道的影响

邻近采掘情况对掘进井下相邻巷道为2113O1B工作面胶运顺槽与材料顺槽，相连处跨度大，对

巷道的影响切眼开口与贯通处影响大

第二节煤（岩）层赋存特征

一、13#煤层及顶底板岩性

位于太原组下部，该煤层为全区可采煤层，上距8号煤层52.10〜82.40m,平均70.30m,下距K1

砂岩20.17〜34.29m,平均34.67m。煤层厚度为2.54〜15.72m,平均12.39m,为结构简单一复杂层位稳

定的全区可采煤层，煤层厚度在勘探区内厚度变化不大，均处于10〜15m之间。含夹歼0〜10层，-

般为0〜3层，夹砰厚度为0.16〜1.60m,一般为0.16〜0.48m,其顶板岩性为砂质泥岩和泥岩，老顶为

中粗粒砂岩，常见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩和砂质泥岩，有时为粉砂岩或泥灰岩，普遍存在着

炭质泥岩伪底。

二、煤层赋存特点

13号煤层位于太原组下部该煤层为全区可采煤层，煤层厚度为2.54〜15.72m,平均12.39m,为结

构简单一复杂层位稳定的全区可采煤层，是勘探区内的主采煤层。煤层厚度在勘探区内变化不大，均

处于10〜15m之间。含夹开0〜10层，一般为0〜3层，夹砰厚度为0.16〜1.60m,一般为0.16〜0.48m,

煤层厚度分布较均匀，倾角平缓，基本在6〜12°之间。区内未发现断层构造。

预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等，见表2、表3、

表4。

表2煤层特征情况表

指标单位参数备注

煤层厚度（最大〜最小/平均）m9.64-13.78/11.8

煤层倾角（最大〜最小/平均）(°)6〜12/9

煤层硬度f2-3

煤层层理（发育程度）简单

煤层节理（发育程度）较稳定

属于自燃一易自燃煤

自然发火期

层

绝对瓦斯消出量•min11.756

相对瓦斯消出量m-min4

煤尘爆炸指数煤尘易爆炸

地温梯度均小于3'C/

地温℃百米，属于地温正常

区

表3煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别厚度岩性

灰黄色及灰白色，厚层状粗粒

基本顶粗粒砂岩6.6〜27.0

砂状结构成分。

灰白色中粒砂

顶板直接顶8.8〜25.4灰白色中粒砂岩。

岩

灰黑色炭质泥岩：赋存不稳定，

伪顶黑灰色泥岩0-1.71

薄层状结构。

砂质泥岩：浅灰色，厚层状，

底版直接底砂质泥岩4.5〜5.4

平坦状断口。

表4综合柱状图

标

煤

志

层

层柱髓岩性描述

编

代状

号5(m)

号图

上部自下而上由含海相动物化石的石灰岩、泥灰岩、钙质泥岩、

含植物茎叶化石及根化石的灰、

0-4.00

Li100.46灰黑色泥岩、粉砾岩、粘土岩、铝土质泥岩

及煤层组成四个海退沉积序列。

0-0.83

1力110.31灰岩自下而上分别为L八LB,L*灰岩、其中

1,3灰岩稳定性较强。Lz灰岩厚度较小，有时相变为砂岩，

上上上上,0-1.70

120.30灰岩厚度较小，有时相变为砂岩，

顶部有时也发育有硅质页岩；

L,灰岩厚度较大稳定；L.灰岩有时相变为泥岩、

顶部有时发育有菱铁矿薄层或硅质灰岩。

3煤层一般发育在海退沉积序列的顶部，多以灰岩为直接顶板、

.8

5

36厚度一般都小于0.7m,其中9号煤，10号煤发育较为稳定，

-1.6

514

.51

2豺11、12号煤极不稳定，9、10、11、12号煤均不可采。

9

在

0-1.61

-il­0.25下部为灰、灰黑色含植物化石泥岩、粘土岩、铝土岩、铝土质泥岩、

0-0.58

ls0.01碳质泥岩和煤、砂质泥岩及砂岩、煤层集中发育在上部及顶部。

分别由13、14、15号煤组成，13号煤为全区稳定可采煤层，

,"一一

14、15号煤仅在局部发育且不可采。

第三节地质构造

该工作面煤层走向13°,倾向283°,倾角9°;地质条件简单，褶曲宽缓，13煤层底板基底起

伏，煤层厚度变化较小，物探探查结果无断层。

附：地质平面图、剖面图。

第四节水文地质

根据勘探报告资料，影响辅助运输上山施工的含水层主要为二叠系下统下石盒子组与山西组砂岩

裂隙含水层，二叠系上统上石盒子组，石千峰组和三叠系下统刘家沟组砂岩裂隙含水层，第四系、上

第三系孔隙含水层，石炭系太原组含水层。

该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。预计掘进时最大涌水量为70m3/h«

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

211301B工作面切眼位于13#煤,开口坐标X=4250169.978,Y=518239.298,底板标高1024.5m,掘

进方位75°33'08”，主巷掘进宽度9500mm,掘进高度3600mm。切眼上切口设计一个绞车碉室（深

6m）、切眼上切口设计一个调车碉室，在切眼上切口80m处设计一个调车碉室、切眼下切口设计一个

调车明室（深6m）,以上嗣室净断面均为宽X高=5400X3300mm,荒断面高为3600mm,煤机碉室掘

进宽度1500mm,掘进高度3600mm,全长30.0m,切眼及各个碉室内铺设碎底板300mm,舲强度C25。

附：巷道剖面图、巷道开口大样图。

第二节矿压观测

一、观测对象

切眼跨度为9.5m,属于跨度大的巷道，必须进行矿压观测。

二、观测内容

切眼顶板离层量。

三、观测方法

1、巷道每隔50m安装一个DLZ-II顶板离层仪，安装时离迎头不大于1.5m;每个离层仪配一块管

理排版，施工队技术员在顶板离层仪安装第一周每天观测一次，第二周观测两次，第三周，第四周每

周观测一次，第二个月每月观测两次，以后每月观测一次，将观测数据填至顶板离层仪管理牌板并建

立台账。

2、巷道每隔20m设置一个顶板下沉监测站，方法为在巷道两帮距顶板300mm同一水平各选取一

点，用工程棉线拉紧，做好标记，再在顶板挂一工程线，下坠一螺丝帽作为垂球，与水平棉线交点系

一线疙瘩，并用自喷漆染色作为标记，每天观察线疙瘩与水平棉线相对位置。

四、数据处理

建立顶板离层仪观测台账与顶板下沉观测台账，当顶板离层量大于100mm时，必须停止作业并总

工程师。

第三节支护设计

一、临时支护

临时支护采用三根前探梁作为临时支护，前探梁用4寸钢管制作，长4m。每根前探梁固定点不少

于二个，用圆环吊挂生根于锚杆头上，环子采用10寸钢管制作。前探梁上方空顶部分用道木板背顶接

实，前探梁前探长度不超过1.6m。

二、切眼开口支护

由于开口断面较大，为确保工程质量及施工安全，在切眼开口处布置两排12m长锚索托梁，托梁

由两根6m长工字钢对接组成，两排排距200mm,每根托梁用4根锚索吊挂，间距1600mm,在切眼

开口使用两根9.5m的锁口梁（11#矿用工字钢），锁口梁上面打注6根锚索（规格①21.6X11500mm预应力

钢绞线），排距800mm,锁扣梁顶部不接顶处使用木背板、道木进行接实。切眼开口后再刷大断面处

搭一个2400X2400mm的木垛接实顶板。

上切口前后5m按2-2断面加固，下切口前后5m按3-3断面加固.

三、第一次掘进支护

由于切眼断面较大，为确保施工安全，决定采用分次掘进方法进行施工。第一次掘进切眼采

煤侧，掘进宽度5500mm,高度3600mm,其支护形式为：采用锚网、W钢带、锚索梁、单体、道木联

合支护。顶板锚杆采用中20X2200mm的无纵筋左旋螺纹钢锚杆，间排距：800X800mm,锚杆外露长

度为10〜40mm,预紧力为100N.M,托盘为正方形拱形钢板，规格为：150X150X10mm。帮部锚杆

均采用中16X1600mm玻璃钢锚杆，间排距：800X800mm,托盘为200X400X50mm的木板外加100X

100X5mm的正方形钢板。每根锚杆使用1支CK2360树脂锚固剂锚固,直径为23mm,长度为600mm,

锚杆拉拔力不小于50kN,扭矩力不小于100N•M。顶部铺设金属网，规格为①6.5的圆钢（网孔规格：

100X100mm）,帮部采用菱形塑料网（网孔55义55mm）,金属网及菱形塑料网搭接长度不小于100mm,

不大于200mm,相邻两块网之间要用18#铁丝连接，每间隔200mm绑扎一道。顶板W型钢带配合锚

杆使用,钢带采用BHW270-2.75型矿用W型钢带，长度5200mm,排拒800mm,同时顶板锚索配合11#

矿用工字钢（长5m）支护，锚索规格①21.6X11500mm预应力钢绞线，间排距：1600X1600nun,外露

长度150~250丽,每根锚索采用3块CK2360树脂锚固剂锚固，锚索均使用配套标准锁具锁定，每根锚

索拉拔力不小于WOkNo

四、第二次掘进支护

第二次掘进非采煤侧，掘进宽度4000mm,高度3600mm,其支护形式为：顶板支护形式同第一

次掘进的顶板支护，两锚索梁交替迈步，迈步距离800mm,锚索梁长度4200mm,距离老空区帮300mm;

二次扩刷使用钢带长度为4000mm,与第一次掘进时对接布置。采空区帮部支护锚杆采用①20X2200mm

的无纵筋左旋螺纹钢锚杆，间排距800X800mm,每根锚杆采用1支规格为ck2360树脂锚固剂锚固，预

紧力为100N-M,并铺设金属网，金属网规格为中6.5的圆钢，网孔规格：100X100mm,金属网搭接

长度不小于100mm,不大于200mm,相邻两块网之间要用18#铁丝连接，每间隔200nlm绑扎一道。

托板规格为正方形拱形钢板，规格为：150X150X10mtn。

第二次刷扩前使用单体液压支柱加强支护，按切眼4-4断面布置单体及道木；安设单体液压

支柱底部，找到硬底，并用木托盘垫实，顶板部位按设计要求用150*150*700mm道木充填实。

附图：巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。

第四节支护工艺

1、临时支护

巷道临时支护为用三根长不少于4m,直径100mm的钢管悬挂并生根于顶板锚杆上的吊环上，每根

前探梁不少于两个悬吊点，三根前探梁的间距为800mm,上部用木板背实，并在木板上铺设好金属网、

钢带，木板、金属网、钢带、前探梁用铁丝固定在一起，防止掉汗伤人。护头板规格：2200mmX300

mmX50mm（厚不小于50ran）均采用硬质木。前探梁最大前探距离为2300mm,严禁空顶距。综掘机割

两排锚杆必须及时进行永久支护。

附图四：临时支护示意图

2、锚杆安装工艺

（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，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打

眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活汗、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼

的位置要准确，眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，

打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，煤柱帮及顶板锚杆眼深度2200mm,采煤帮部锚

杆眼深度1600mm,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。顶板钻锚杆眼钻头优选中26mm,帮部

选用中20麻花钻杆钻眼，必须符合“三径匹配”要求。

（2）安装锚杆、W钢带

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，把1块CK2360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MQT-120气动拱锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使钻机带动杆

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，搅拌旋转时8〜15秒后,

方可撤去钻机，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于100N-M。帮锚杆使

用MQB-70气动帮锚杆钻机，方法同上。

3、锚索安装工艺

(1)打锚索眼

打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出

标志，眼位误差不得超过150mm。竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚

杆机和锚杆处于正确位置。钻机开眼时要扶稳钻机，先升气腿使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。

操作者站立在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡。先开水，后开风。开始钻眼时，用低转速，随着

钻孔深度的增大，调整到合适转速直到初始锚杆钻进到位。退钻机，接钻杆，严格按锚索长度打眼，

深度11200mm,锚索打眼完后，先关水，再停风。

(2)安装、锚固锚索、11#工字钢梁，

锚索采用①21.6mm钢绞线，长11500mm,每孔使用3块CK2360树脂药卷。将树脂药卷用钢绞线

送入锚索孔底。把锚索未端套上专用驱动头，拧上导向管并卡牢。用锚杆打眼机进行搅拌，将专用驱

动头尾部六方插入锚杆机上，一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速，后半

程用快速，旋转约15秒。停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。树脂锚固剂

凝固1小时后，两根锚索钢绞线安装完后安装锚索吊梁，进行张拉和顶紧上托盘工作。装上托盘、锚

具，并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轴，挂好安全链，人

员撤开，张拉油缸前不得有人。开泵进行张拉并注意观察压力表读数，分级张拉，分级方式为0-40kN

一70kN-100kN。达到设计预紧力或油缸行程结束时，迅速换向回程。锚索外露150-250mm。

附图：巷道支护断面图。

第四章施工工艺

第一节施工方法

2H301B工作面切眼掘进方向由：211301B胶运顺槽77°51'44"方位向211301B材料顺槽掘进。

切眼开口采用综掘机进行掘进，落煤由铲车配合运输皮带进行运输，把落煤运至211301B胶运顺槽皮

带上，通过皮带运至地面。由于切眼断面较大，分两次施工，第一次先沿采煤侧进行掘进，先掘宽5.5m,

高3.6m,锚杆最大空顶距0.8m,锚索最大空顶距1.6m,完成一次作业循环后及时对巷道进行支护，

先敲帮问顶，采用前探梁进行临时支护，待顶板支护完毕后对两帮进行支护，然后进行拉底作业，直

至切眼施工结束，然后撤回综掘机至211301B胶运顺槽切眼开口处，在第二次刷扩前，开始对第一次

掘进出的巷道由前向后进行单体液压支柱支护，直至支护到211301B胶运顺槽切眼开口处，然后进行

第二次掘进，使其巷道断面达到设计宽度9.5m,第二次掘进时，单体液压支柱滞后迎头不小于20米。

第二节施工工艺及要求

一、施工工艺

截割—装载机转载——皮带运输——临时支护——顶板支护——两帮支护

二、切割顺序

1、切割：

(1)掏窝槽：

A、做好准备工作，使整个系统处于待命状态。

B、依次启动油泵、转载机、刮板机、喷雾泵。

C、空负载情况下启动切割系统。

D、启动行走系统，使掘进机向前移动，空转着的切割头接触煤岩壁后，同时左右摆动切割头，

摆动量约为300-400mmo

E、掘进机的截割头进入煤岩壁的深度达到规定要求，即完成掏槽作业。

(2)横向切割：

A、关闭行走电机，落下后稳定器、撑紧，增强机器的稳定性。

B、驱动切割头，沿断面宽度水平摆动，开掘横槽。

⑶跨距切割：

A、横槽到位后，抬高(或下落)切割头，同时左右摆动切割头，每次抬高量不应超过150mm。

B、重复抬高(或下落)切割头，使切割头的升高(或下降)达到规定距离，即完成跨距切割。

(4)全断面切割：

重复进行跨距切割和横向切割，即完成工作面的全断面切割。

2、切割路线：

选择从巷道下部中央进刀掏窝槽，由顶向底依次进行切割，最后刷帮顶使巷道成形。见附图。

3、切割注意事项：

A、巷道由底板向顶板依次切割，要注意避免出现大煤岩块，以影响装载系统的正常作业。

B、掘进机作业时，切割臂不得处于极限位置，应向内回摆150〜200mm。

C、巷道施工如遇到不能进行经济切割的岩石时，应退出掘进机，用其它方法施工，届时另补措施。

第三节装载与运输

掘进工作面出煤由综掘机星轮将煤扒入综掘机一运，转载至二运后卸载至可伸缩胶带输送机转载

至12#联巷刮板机再转载至辅运顺槽1m皮带，转载至1050m处皮带之后卸载至矿方大皮带，运料采

用防爆无轨胶轮车直接送至工作面，辅运联巷开口端接送人地点为工作面。见表8。

表5装载设备运输方式表

运输方

序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离

式

可伸缩式皮带运输皮带转

1、DSJ80/55*21台211301B工作面胶顺槽地锚1310m

^机.载

可伸缩式皮带运输211301B工作面辅运顺皮带转

2、DSJ80/55*21台地锚750m

机槽载

4、刮板输送机SGB-620/40T1台12#联巷地锚转载30m

5、无轨胶轮车10台运料8km

7工彳3接送人8km

附图：运输系统示意图。

第四节管线及轨道敷设

风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等，见表6及断面布置图。

表6管线及轨道敷设方式表

序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距

1风筒01000m3300铁丝吊挂5m

2风管0108m3300锚杆挂钩吊挂50m

3水管0108m3300锚杆挂钩吊挂50m

4缆线m2000电缆钩吊挂20m

断面布置图

所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等，见表7。

表7设备及工具配备表

额定

序号设备名称型号规格数量性能备注

功率

1风动锚杆机MQT-1206良好自有

2装载机ZL-301

3空压机LA-130/8.5-202130良好自有

4空压机LA-250/8.5-401250良好自有

5配料机PL1000YII18.8良好自有

6水泵DC50-80X52132良好自有

7风泵QOB-15N8良好自有

8对旋风机FBDN0.8.0*5522X55良好自有

9对旋风机FBDN0.8.0*5522X55良好自有

10气动锚杆钻机MQT-1208良好自有

11气动帮锚杆钻机MQS-35/1.61良好自有

12风镐01-302良好自有

13风钻YT293良好自有

14激光指向仪JGY2Sit自有

15锚杆测力仪ZM-1001文评自有

16自卸汽车8t10良好自有

17磁力启动器BQD7-806良好自有

18磁力启动器BQD7-80N1良好自有

19磁力启动器BQD10-200ZRA2良好自有

20照明综保BZZ-4.02三好自有

21变压器Sll-1600/101250kvA1良好自有

22变压器S11-500/6500kvA1良好自有

23变压器KBSG-200/6200kvA2良好自有

24变压器KBSG-500/6400kvA2良好自有

25综掘机S-200J2良好自有

26皮带机DJ/80/40X1103良好自有

27链板机SGB/420/40Z1良好自有

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离

采用压入式通风，局部通风机安设在211301工作面第四联巷新鲜风流内。

二、通风系统

通风路线：

1、新风风流：副斜井一21采区辅运上山—211301工作面4#联巷-211301辅运顺槽一211301B胶

运顺槽-211301B工作面切眼

2、乏风风流211301B工作面切眼f211301B胶运顺槽-211301B工作面12#联巷—211301辅运顺

槽一回风联络巷一总回风巷一回风斜井一地面

三、风量计算

1、按瓦斯绝对涌出量计算

Q掘=100Xq掘X1<掘通m3/min

=100X0.58X1.5=87m3/min

式中：

Q掘一掘进工作面实际需要风量，m3/min；

100—掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数；

q掘一掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min;

K掘通一掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌

出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），参考肖家洼矿井中的掘进工作面瓦斯绝对涌出量预计值为

0.58m3/mino一般取K掘通=1.5~2,此处取1.5。

2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量：

Q掘=60XV掘XS掘Xk温m3/min

=60X0.25X34.2X1.0

=513m3/min

式中：

Q掘一掘进工作面实际需要风量，m3/min；

V掘一局部通风机供风巷道内最低允许风速，煤巷和半煤岩巷V掘＞0.25m/s；

s掘一局部通风机供风巷道的最大净断面积，34.2m2;

k温一局部通风机供风巷道空气温度调整系数，取1.0。

3、按掘进工作面同时作业人数计算掘进工作面实际需要风量：

Q掘=4N=4X23=92m3/min

式中：

N一掘进工作面同时工作的最多人数，23人。

4、按风速进行验算：

根据上述计算选取最大计算风量513m3/min进行风速验算。

①按最低风速验算：

15XS掘=15X34.2=513m3/min

Q掘=15XS掘

15-《煤矿安全规程》规定煤、半煤岩巷道的最低风速值，m/min；

S掘一掘进巷道的断面积，m2。

②按最高风速验算

240XS掘=240X34.2=8208m3/min

Q掘＜240XS掘

式中：

240—《煤矿安全规程》规定煤、岩巷道的最高风速值，m/min；

S掘一掘进巷道的断面积，m2。

经验算可知，该掘进工作面需要风量选取m3/min符合《煤矿安全规程》规定的风速要求。

5、通风设备选型：

根据计算211301B工作面切眼局部通风机供风距离在2600m以内，根据掘进工作面需要风量，选

用2X55kw局部通风机，风机风量：980-650m3/min,采用直径为1000mm阻燃性胶质风筒导风，产

生的风量能满足211301B工作面切眼通风要求。

贯通后的通风系统必须在贯通专项安全技术措施内说明。

四、风机位置

风机布置与4#联络巷胶运顺槽侧胶运顺槽内10m。

附：211301B工作面切眼通风系统示意图

第二节压风、供水

压风风源来自措施井地面工业广场，采用一台LA-250/8.5-40空压机对空气进行压缩，通过直径

159mm管路输送至211301工作面辅运顺槽开口，再经直径108mm管路输送至距离工作面50m处，迎

头用直径51mm橡胶软风带接到迎头。水源来自措施井地面蓄水池，经90KW水泵加压，通过直径为

51mm钢管输送至迎头50m处，再经直径25mm橡胶软风管供至迎头。

附图：压风、供水系统示意图。

第三节综合防火、防尘

综合防火

1.防火水源来自副井井筒的供水管路。

2.迎头使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的润滑油、棉纱、布

头和纸等，也必须存放在盖严的铁桶内。并有专人定期送到地面处理，不得乱仍乱放。严禁将剩油、

废油泼洒在井巷或碉室内。

3.加强机电设备的维修与管理，杜绝任何形式的火源。

4.发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风情况，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。

⑴通知井下所有可能受火灾威胁的人员迅速撤离，并组织人员灭火，电器设备着火时，应首先切

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。

⑵抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查风量变化，所有人员必须在火区上风流中作业，如

在下风流中必须带防中毒的自救器或其他设备，否则严禁盲目灭火。

⑶本巷掘进，采用风钻湿式打眼，锚网喷支护，喷雾降尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、

电缆线路和人为火灾。

二、综合防尘

距迎头50m内设一道能封闭全断面的水幕，向后间隔200m再设一道水幕，采用中16mm钢管供水。

喷浆前和爆破前打开两道喷雾降尘，采用湿式打眼，割煤后冲刷煤帮，出砰前应先撒水降尘，净化风

流等综合防尘措施。随着巷道向前掘进，每100m设一风、水接头，以便于洒水养护和除尘。

附图：防尘系统示意图。

第四节通讯、照明、安全监控

一、井下通讯与信号采用矿方提供的防爆电话，设在距工作面40〜50m处，与地面调度进行通讯

联络。

由KZB-400型变压器经ZBZ-4.0照明综保，以127V电压等级提供井下照明用电，井下排水碉室

及转载点安设2个KBY-20防爆荧光灯；

二、便携式甲烷报警仪的配备和使用：

1、队长、技术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%)必须进行处理。

2、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，停止工作，进行处理。

3、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。

三、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安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4,断电浓度

为1.5%CH4,复电浓度为1.0%CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。

2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂在无风筒的一侧，距顶板不得大于300mm,距巷

帮不得小于200mm。

附图：安全监测仪器仪表布置示意图。

第五节供电

供电通过矿方井底中央变电所10KV供电至矿方21采区变电所高开至211301工作面11#联巷临时

变电所高开，经过变电所变压器KBSG-500,经变压器降压联接至工作面专用馈电开关

KBZ5-400/1140(660),电压等级1.14kv,保证巷道掘进机供电。电缆要吊挂整齐，电缆钩每1米一个，

电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器

等设备。

井底中央变电所-21采区变电所-11#联巷临时变电所一工作面。

附图：供电系统示意图。

第六节排水

在巷道低洼处施工临时水仓，水仓的容积为30m3左右，临时水仓长X宽X深=5X4X巷高，在临

时水仓内配置一台排水量为30m3/h的水泵，配备两台排水量为100m3/h的水泵，在巷道掘进方向的

左帮施工一条临时水沟，临时水沟及水仓要求定期及时清理，保证临时水仓的容量及水沟的正常排水。

巷道布置一趟直径108mm排水管路，压风管路作为备用排水管路。矿井临时水仓把水排至中央水仓，

中央水泵房将水直接排至地面。

矿井已建立永久排水系统，主、副水仓的容量为3407m3。安设同等能力的多级离心泵排水泵三台：

一台在用、一台备用、一台检修，型号均为MD280-65*7,功率630KW、扬程455m、排水量280m3/h、

敷设了两趟273mm的排水管路，主排水泵将水直接排至地面。

附图：排水系统示意图。迎头积水一211301工作面辅运顺槽临时水仓一21采区辅运上山水沟

一井底水仓-*地面。

第七节运输

一、煤流系统：

1、工作面一综掘机一运、二运一胶运顺槽皮带一辅运顺槽皮带-211301工作面皮带-21采区主

运皮带一破碎碉室T主井皮带r地面。

二、运输系统：1、进料地面f副斜井-21采区辅运上山-211301工作面辅运顺槽-11#联巷f

胶运顺槽一工作面。2、出料与进料反向。3、人员地面一副斜井-21采区辅运上山—211301工作

面辅运顺槽-11#联巷一胶运顺槽—工作面迎头。人员返回与进入反向。

附图：运输路线系统示意图。

第六章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

作业方式、劳动组合、劳动力配备、出勤率等，见表12。

表8劳动组织表

工种出勤人数

劳动定额

大班第一班第二班第三班

队长11

副队长3111

技术员11

班长3111

副班长3111

支护工15555

综掘机司机6222

机电工41111

机修工41111

合计404121212

第二节循环作业

根据工艺流程，规循环作业方式（日规循个数），规循进尺，编制正规循环作业图表，采用正规

循环作业，提高工时利用率，见表9。

表9循环作业图表

序号工序名称时间中班夜班早班备注

1小时分钟161718192C21222324123456789101112131415

嫌班、安全检查10

21!

3割跚30

4酬支护、野10

L

5杆顶板帮上部锚杆2011

6输索、臊50LL

利用矿方系统，±

7割运臊30nn

运皮带每天时

6临时好、SR10