掘进作业规程8

掘进作业规程

第一章工程概况

第一节概述

一、巷道名称

本作业规程掘进的巷道为9101回风巷。

二、掘进目的及用途

掘进目的是为了形成9101回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的回风、行人及管

线敷设的需要。

三、巷道设计长度及服务年限

1、巷道设计长度：485.2mo

2、服务年限：6个月。

四、预计开竣工时间

预计开工时间为2010年5月10B,竣工时间为2010年10月100,

第二节编写依据

《初步设计》说明书，批准时间为2006年2月。

《安全专篇》说明书，批准时间为2006年2月

《9101回风槽平、剖、断面图》，批准日期：2010年4月。

«2010版煤矿安全规程》，煤炭工业出版社2010年第一版。

《煤矿作业规程编制指南》，煤炭工业出版社2005年9月第一版。

《龙贵煤矿各工种技术操作规程》。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

井上下对照关系表（附表1）

水平

-1280m

工程名称

9101上顺槽

地面标高

+1280m〜+1240m

井下标高

-1030m1090m

地面的相对位置

位于井田西南部牧场

井下位置

及四邻采掘情况

该工作面上部为8101回采工作面，东以9#层轨道下山为界，南部为未采实体煤。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

相邻为未开拓的采区，施工中主要受静压力影响。

第二节煤层赋存特征

一、煤层赋存特征

根据附近钻孔揭露情况，9-2煤层赋存条件较好，煤厚在0.96m〜3.40m,均厚

1.67m。均为可采煤层。顶板岩性为黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩，底板为灰黑色泥岩或

粘土岩，距下部9-3煤层005〜1.74m，平均间距0.86m。9-2煤层赋存于山西组第

-岩段中部。煤层产状：总体由西向东有增厚之势，煤层局部有变薄现象，厚度变化较稳定。

煤层赋存及煤质指标（附表2）

煤层名称

9-2煤

煤岩类别

半亮型

厚度（m）

平均1.67

煤尘爆炸性

有煤尘爆炸危险性

煤层结构

简单

煤的自燃

易自燃发火

煤层倾角

0〜6°

地温

无异常

品种

焦煤

地压

中等

容重

1.45t/m3

瓦斯

工作面相对瓦斯涌出量为2.67m3/t

硬度(f)

1.45

煤层顶底板情况(附表3)

顶底板名称

岩石名称

厚度(m)

岩性特征

老顶

砂质泥岩

87.04

灰至深灰色，较至密，砂泥质

直接顶

炭质泥岩

4.8

灰黑至黑色、易碎

伪顶

泥岩

0.05

灰黑色，含炭量较高，易碎易风化

直接底

泥岩

0.05

灰色、灰黑色、钙质胶结、局部有硅质结核，质软

老底

灰岩

3.94

深灰色，较坚硬

9101上顺槽综合柱状图见附图1

二、煤层瓦斯及自燃

根据该矿井地质报告，该矿井属低瓦斯矿井。根据瓦斯鉴定报告提供资料•，证明该煤层无煤

与瓦斯突出危险性，本区9-2煤尘有爆炸危险性；9-2煤属自燃煤层。

第三节地质构造

工作面地面沟壑发育，无蓄水，不影响工作面安全生产。根据9#煤集中运输巷的施工情况,

揭露断层较少，但揭露的断层落差较大，地质条件较简单。三维地震物探资料显示，在9101

工作面圈定区域有F19断层，对工作面掘进有一定影响。

第四节水文地质

1、水文地质情况

9101工作面地表无水体。根据断层走向分析，矿区西部被西来峰逆断层切割，断距大于

300m,该断层下盘岩层倾角平缓，裂隙不发育，上盘岩层倾角较大，裂隙较发育，且多

为封闭性裂隙，断层导水性差，区北部的F10和F19正断层的导水性比其它断层导水要强,

因白云乌素沟在两条断层上通过，有第四系潜水补给，利用渗入系数法计算得历年来最大II

补给量：F19断层为112.5m3/d,Fl0断层为309m3/d,间歇性沟谷在洪水期间对断

层的补给量较大，补给时间又很集中，本区逆断层、正断层较发育。逆断层近南北向延伸，

裂隙发育不均匀，上盘裂隙比下盘发育；正断层一般呈东西向延伸，张性裂隙发育。由于断

造中等，直接、间接充水含水层的含水空间以裂隙为主，直接充水含水带的单位涌水量一般

小于0.1L/s•m,富水性弱〜中等；无常年地表径流，且以贫乏的大气降水为主要补

给源。据此将该区水文地质类型划分为第二类第一〜二型，即裂隙充水矿床，水文地质条件

简单〜中等型。但开采时顶板陷落导致裂隙的发育，掘进时要加强防治水工作。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

9101回风顺槽巷从8#层8101回风顺槽巷溜煤眼往外15米右帮给定位置按140°30'开

窝，掘至9#煤层以中线方位沿煤层底板掘至转向按0°中线方位沿煤层底、顶板掘9101

回风顺槽与9101回采切眼贯通，预计工程量为485.2m。

9101回风顺槽巷平面布置图见附图2

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测

自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将

检测结果记入专用记录本中备查。抽检指标为：顶锚杆锚固力不得低于60KN。发现不合格

锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。

二、巷道表面位移观测

施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进10m后设一组检测断面,

两组检测断面之间的距离为30m,每组检测断面设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线处各

设一个。每24小时检测•次，并将检测结果记入专用记录本中备查。每个检测点自设立之

II起，连续检测时间不少于7d,之后按每7d检测一次再检测一个月。

第三节支护设计

一、巷道断面

1、9101回风巷断面为直角矩形，其断面尺寸为：宽3.8m,高2.7m,断面积10.26m2。

2、巷道断面尺寸计算：

S=2.7xl.9+2.7xl.9

=10.26m2

9101回风顺槽巷道断面图见附图3

二、支护方式

（一）永久支护

巷道永久支护采用锚网+钢带进行支护，锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆，锚杆间、排

距为1000mmX800mm。每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于

700mm,锚固剂型号为MSK2335。网为中2mm的钢丝菱形网，网的规格为长

4000mm,宽1000mm，网格度为100mmX100mm,网要压茬连接，压茬长度

为100mm,并做到用细丝三花连接，且连接牢实，钢带使用中10mm螺纹钢制成，

长3600mm,宽150mm。

9101回风顺槽支护形式图见附图4

（-）按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度计算：

L=KH+L1+L2

式中：L—锚杆长度，m；

H一冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取2；

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m:

L2一锚杆外露长度，一般取0.1m。

其中：H=B/2f=3.1/2X3=0.52m

B一巷道掘进跨度，m―普氏岩石坚固性系数，取3

则：L=2X0.52+0.4+0.1=1.54m

施工时取上2m。

2、锚杆直径的确定：

根据材料力学计算锚杆直径为：

D=J4.4P/HXJb

式中：D—锚杆直径，mm

P一锚杆截面载荷，取105kno

Jb—螺纹钢锚杆屈服点，取410Mpa

贝lj：D=V4.4X105X103/3.142X410=18.9mm

施工时取D=20mm。

3锚杆间、排距计算:

a=VQ/KHY

a—锚杆间、排距，m；

Q一锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KNo

Y—被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。

则：a=J43.5/2X0.63X22.54=1.24m

施工时取2=1000mm,<1.24m，间、排距选择合理。

4、锚杆支护密度校核验算：

⑴沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.7m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为1000mm

X800mm，则该范围内有0.8排共计12根锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN）,因

此总锚固力为:F总=12X43.5/9.8=53.27t。

⑵该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为2.3g

/cm3）为:G围=2.7X3.1X2X2.3=38.5t。

（3田总>6围，故所选支护密度适合。

通过以上计算，选用直径20mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、

排距均为1000mmX800mm能满足支护要求；

㈢临时支护

⑴巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬肝危岩后，采用临时支

护形式。

前探梁临时支护形式、材料、规格及要求:

采取前探梁临时支护。前探梁为2400mm”型钢梁，中心线左右600mm处各-根：

每根前探梁必须使用二个在一条直线上（该直线与巷道中心线平行）的前探梁钩悬挂，且前

端前探梁钩距迎头距离不大于500mm。掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前

探梁钩及10根符合要求的半圆木。前探梁拆下后，必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超

过10m,,

⑵临时支护后为永久支护。永久支护距迎头最大控顶距2.0m,最小控顶距0.4m。

⑶临时支护与永久支护的关系：当控顶距＜0.8m时一，只采用临时支护；当控顶距》

0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。

㈣锚索加强支护

施工过程中，根据围岩变化情况或在开门口及过断层时要采用锚索加强支护。

第四节支护工艺

一、锚网支护

（一）支护材料

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm、长度为2000mm,锚杆间、

排距为1000mmX900mm«每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm。

锚杆必须出扣，外露长度W50mm。托盘为正方形，规格为130mmX130mm,用10mm钢板

压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm,每卷长度为350mm,型号为MSK2335。锚杆均使

用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、

硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯

短注入的现象。

2、锚网为直径2mm的菱形网，网的规格为长4000mm,宽1000mm,网格度为lOOmmX

100mm,网要压茬连接，压茬长度为100mm,并做到每道必连且连接牢实。为了使用方便,

钢带可制成两截使用。

（二）锚杆安装工艺：

1、打锚杆眼：

打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼

前要先按照由外往里的顺序检查顶帮，找掉悬肝危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要

准确，眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度要以比锚杆杆体长

度短50mm为宜。打眼及安装锚杆时应按照山外往里、先顶后帮的顺序依次进行。

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，

眼孔方向严禁有人。然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用

力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽，

用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆

旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为25〜40s,直至锚杆达到设计深度。再等

3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。锚杆

锚固力不低于60KNo15min后可进行锚杆拉拔力测试。

3、质量要求：

锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹

角不得小于75°。锚杆必须横成排、纵成线。锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽拧

紧，严禁松动。锚网支护应紧跟迎头。

二、巷道工程质量规定

检查项目

质量标准

部位

巷道规格

优良

合格

巷道宽

巷道中线至任一帮距离

0〜100mm

0〜150mm

上帮

1900

下帮

1900

巷道高

巷道顶底距离

0~100mm

0~150mm

腰线至顶板

锚杆

间、排距/mm

±100

顶板

1000X1000

孔深/mm

0-1500

顶板

锚杆规格

全长

020X2000

夕卜露长度/mm

W50

顶板

角度

275°

顶板夹角

锚固力/kn

60

直接顶

60KN/根

距工作面距离/m

0-500

锚杆至迎头

>2

工业卫生

巷道无杂物、无淤泥、无积水，材料工具按规定码放整齐，挂牌管理

第四章施工工艺

第一节施工方法:

巷道开门施工方法：

1、开门前先在8101回风顺槽溜煤眼往外15米处，给定位置开口，以5。倾角向下掘至五

米，由地测部门标定巷道中、腰线，施工单位严格按线找9#煤层，找到9#煤层后按给定的

巷道中、腰线向前掘进施工。找到9#煤层后地测部门必须重新对巷道中、腰线进行校定。

2、开门前，必须在开门口位置顶上打上两根牢固的锚索。由于扩帮部位原巷道断面增大，

必须补打锚杆进行有效支护。

3、开门前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班

派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。安检科必

须派安检员跟班监督检查，确保施工安全进行。

4、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到9101回风顺槽规定堆料位置，分类堆放整

齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。

第二节爆破及凿岩方式

本规程所施工的巷道均采用钻爆法破落煤岩。

1、钻眼机具：采用MZ-1.2煤电钻钻眼，打锚杆眼及安装锚杆采用型ZK-100锚杆钻机，动

源来自泵站。

2、装载、运输：前期安装刮板运输机，用刮板运输机跟迎头出货。后期安装皮带，用刮板

运输机跟迎头出货。

3、降尘方法：打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水，爆破

时使用水雾。

第三节爆破作业

掏槽方式为直眼掏槽法。

1、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全亳秒段延期电雷管，延期时间

为100毫秒，每段间隔延期时间为25毫秒。

2、装药结构：正向装药结构。

3、起爆及联线方式：使用MFB-100型发爆器起爆，06mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮

母线，采用一次打眼、•次装药、•次起爆的起爆方式；联线方式为大串联。

4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm,眼距控制在350mm,眼距误差不超过50mm。

周边眼周边眼距辅助眼500mm,辅助眼距掏槽眼600mm,周边眼和辅助眼应成三花眼布置，

眼距误差不超过50mm。周边眼眼深1.8m,装药量为2节药卷。辅助眼、底眼眼深1.8m,

装药量为3节药卷。掏槽眼眼深2.0m,装药量为4节药卷。每节药卷重量为200g/卷，每眼

只准使用一个电雷管。实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减

装药量，以达到最佳爆破效果。

9101回风顺槽炮眼布置图附图5

9101回风顺槽爆破说明书附图6

9101回风顺槽装药结构图附图7

第四节装载与运输

一、装载

放炮落煤岩人工装货相结合，使用刮板运输机出货。

二、运输

前期工作面的煤经刮板运输机拉运至8101回风顺槽巷溜煤眼进入集中运输皮带进入上

组煤煤仓。后期前期工作面的煤经刮板运输机拉运至9101回风顺槽皮带，经集中运输皮带

进入上组煤煤仓。

9101回风顺槽巷设备布置图见附图8

第五节管线敷设

水管、监测线、电缆布置在巷道人行道•侧，风筒、放炮母线布置在巷道非人行道•侧。监

测线固定在腰线上0.8m处，电缆固定在腰线上0.6m处，用崩直的8#铁丝生根吊挂,

每隔3m—吊挂，电缆垂度不超过50mm。水管固定在腰线下0.2m处，接头严密,

不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。并随迎

头的推进及时延长。风袋吊挂在腰线上0.3m,风筒出口距迎头不的超过5m。

第六节设备及工具配备

序号

设备工具名称

型号规格

功率/kw

单位

数量

备注

局部通风机

JBT—62

28

台

2

备用1台

煤电钻

MZ-I.2

1.2

台

2

备用1台

锚杆钻机

KZ-100

台

2

备用1台

4

刮板运输机

40T

40

部

2

皮带运输机

sdj-80

80

部

1

锚杆拉力计

MSL—200

A

1

张拉千斤顶

MS15—180

台

1

潜水泵

KWQ-15-2.2

2.2

A

2

备用1台

第五章生产系统

第一节通风

一、掘进工作面需要风量计算：

1、按绝对瓦斯涌出量计算：

根据地质资料分析，预计9101回风顺槽掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.80m3/min,按规

定瓦斯浓度不超过0.8%计算掘进工作面需要风量为：

Q掘=I00XQCH4XK+0.8

=100x0.80x1.728

=170(m3/min)

式中：

QCH4--掘进工作面预计掘进期间的瓦斯绝对涌出量.

K――瓦斯涌出不均衡系数，取1.7

2、按掘进工作面同时作业人数计算：

根据工作面劳动组织配备情况，掘进工作面每个小班作业人数为10人，按交接班两个

班人数计算，掘进工作面同时作业人数最多为20人。

根据公式：Q掘>4XN

式中：

N一掘进工作面最多同时作业人数，小班出勤人数•般为10人，按交接班时最多人数为20

人计算，

则:Q掘>4X20

Q掘>80(m3/min)

3、按风速进行验算：

根据公式:掘进最低需要风量：

Q掘>15S掘(m3/min)

式中：

Q掘一掘进工作面需要风量，(m3/min)

S掘——掘进工作面的断面积，10.26m2

则：

Q掘>15XS掘(m3/min)

Q掘>15X10.26

Q掘>153.9(m3/min)

掘进最高需要风量：

Q掘<240S掘(m3/min)

式中：

Q掘一掘进工作面需要风量；(m3/min)

S掘——掘进工作面的断面积，10.26m2

则：

Q掘<240XS掘(m3/min)

Q掘<240X10.26

Q掘V2462.4(m3/min)

经过验算：掘进工作面需要风量取最大值为170m3/min,符合15SVQ掘<240S要求。

二、根据掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量：

1、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为480米，按漏风率不超过10%计

算：Q漏=(3吸XP+LXP,分别计算出JBT—52、JBT—62、FD—1(2X15)三种型号局

部通风机的漏风风量:

型号

功率

吸入风量

漏风风量

JBT—52

11Kw

200m3/min

30m3/min

JBT—62

28Kw

250m3/min

35m3/min

FD—1(2X15)

30Kw

380m3/min

48m3/min

2、三种型号局扇供到掘进迎头的实际供风量:

根据公式：Q实=(^吸-Q漏得HI：

型号

功率

吸入风量

漏风风量

实际供风量

JBT—52

11Kw

200m3/min

30m3/min

170m3/min

JBT—62

28Kw

250m3/min

35m3/min

215m3/min

FD—1(2X15)

30Kw

380m3/min

48m3/min

332m3/min

3、风速验算及风机选型：

通过上述计算，可选择一台型号为JBT—62型28KW吸入风量为250m3/min的局扇进行风

速验算：

V=Q实+(S净X60)

=2154-(8X60)

=0.45m/s

式中：S净——掘进巷道净断面积，为8m2

验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，符合《规程》要求。因此，掘进

期间选用两台JBT—62型28KW,吸入风量为250m3/min的局扇对9101回风顺槽进行供风

即可满足要求。掘进期间，两台风机均搭专用电，一台运转供风，一台备用。

二、局部通风机安装地点和通风系统：

9101回风顺槽掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机安设在集中运输

巷距开口20m处的新鲜风流中。掘进期间若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系

统发生变化时，通风工必须根据现场实际情况及时进行风量调节或调整局部通风机安设位置

并编写补充措施，确保局部通风机供风满足生产需要。

通风系统：副立井一井底车场一8#层主石门一集中运输大巷一9101运输联络巷一局部通风

机f风筒f9101回风顺槽掘进迎头一9101回风巷一9101回风联络巷f8#层集中回风巷f8#

层总回->地面。

9101回风顺槽通风系统示意图见附图9

第二节综合防尘

1、利用地面水池通过供水管路对9101回风顺槽掘进工作面进行供水防尘，供水路线为：地

面水池f主斜井8#层石门一集中运输大巷一9101回风顺槽巷一9101掘进工作面迎头。

2、9101回风顺槽开门掘进30m后，通风工必须按规定安装一组净化水幕，距迎头不大

于30mo掘进50m后安装第二组净化水幕，距迎头不得大于30m,并随掘进进

度而逐渐向前移动。炮前由瓦检员打开喷雾降尘，炮后关闭，喷雾必须全断面封闭巷道。

3、施工单位铺接的防尘水管必须紧跟迎头，且每隔50m分出一个三通阀门，迎头30m

每次放炮前后及出煤过程中由施工单位负责洒水降尘，30m以外，由防尘工每天负责冲

洗，杜绝粉尘堆积和飞扬。

4、通风工及施工单位必须每班按各自分管范围，对防尘系统及设施进行全面检查维护，确

保供水正常。

5、防尘管路必须每隔2m一吊挂，并确保平直，符合质量要求。

6、掘进期间，通风工必须设计根据该处巷道断面（每平方断面200升水）安装一组隔

爆水袋。待9101回风顺槽掘进能安装隔爆水袋后，及时将该组水袋进行安装。

7、掘进期间，防尘工必须每天对隔爆水袋进行认真检查维护，发现水袋水量不足或漏水时,

必须及时加水、更换，确保水袋齐全、完好。

8、掘进期间，通风工必须根据施工单位掘进进度逐渐将水袋向前移动，保证隔爆水袋距迎

头不超过200m1,

9101回风顺槽防尘系统示意图见附图10

第三节防灭火

1、每一入井人员严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井。

2、施工单位必须在掘进巷道内配备灭火器材，其数量规格和存放地点，按《2010年度灾害

预防处理计划》中的规定执行。

3、掘进巷道内油脂的使用管理，严格按《煤矿安全规程》第224条：井下使用的汽油、煤

油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压

器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在

盖严的铁桶内。用过的棉纱、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、废油泼洒在井巷或洞室内。

井下清洗风动工具时，必须在专用洞室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。

执行。

4、所有施工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。

5、任何人发现井下火灾时，必须采取一切可能的方法进行直接灭火，同时视火灾的性质、

灾区的通风情况立即汇报矿调度。并严格按《煤矿安全规程》第244条：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人员和实施灭火工作。

矿值班调度和在现场的区、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。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断

电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、

风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

6、电气设备着火时，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电的灭火材料进行灭火。

第四节安全监控

1、甲烷传感器的布置

掘进工作面正前的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<0.8%CH4;回风甲烷传感器安设在距回风巷口

10~15m处，报警浓度为21.0%CH4,断电浓度为21.5%CH4,复电浓度为<0.8%CH4。

掘进工作面迎头及回风甲烷传感器断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备，应布

置在巷道的上方(风筒的异侧)，且在顶板完好、不淋水的位置吊挂，垂直悬挂，距顶板不

得大于300mm,距巷帮不得小于200mm»

2、甲烷传感器每次迎头放炮前，由瓦检员监督放炮员拉至距迎头不小于30m的安全地

点吊挂好，炮后拉至距迎头不大于5m的地点按规定挂好。

3、通风工每天负责监测瓦斯传感器、瓦斯闭锁并进行检维护，确保灵敏可靠。

9101回风顺槽巷监测监控系统图见附图11

第五节供电

一、供电系统：

1、风机电源取自16#层中央变电所，动力电源取自8#层200移动变电所，采用风电闭锁。

2、供电线路：

风机专用线：16#层中央变电所一8#层主石门一集中运输大巷一9101回风顺槽巷风机。

动力专用线：采区变电所(500移变硒室)一集中运输大巷一9101回风顺槽巷f9101回风

顺槽掘进迎头。

二、电器整定：

⑴风机变压器的选择：

Sb=(SPei.KX)/COS#dj

=(15+15+28+28)x0.4/0.6

=112KVA

VI80KVA>112KVA和315KVA>112KVA

选择双风机变压器一台为KSJ1-180/6,另一台为KBSG-200/6

满足要求。

⑵动力变压器的选择：

Sb=(LPei.KX)/COS#dj

=[132+90+1.5+18.5+40+40+40+40+1.5+18.5+1,5Jx0.4/0.6

=283KVA

V320KVA>283KVA

选择KSJ2-320/6变压器满足要求。

⑶干线的选择：

风机干线的选择：

Ig=(1000.£Pei.KX)/(1.732.Ue.COSfdj)

=(1000x0.4x84)/(1.732x690x0.6)

=46.8A

V138A>46.8A

.,.选择电缆MY-0.38/0.663X35+1X10满足要求。

⑷动力干线的选择：

Ig=(1000.LPei.KX)/(1.732.Ue.COS#dj)

=(1000x(40+40+40+40+18.5+1.5)x0.4)/(1.732x690x0.6)

=101A

V138A>101A

选择电缆MY-0.38/0.663X35+1X10满足要求。

⑸过电流继电器整定计算：

风机组过电流继电器整定计算：

IZd》Ist+IN=1.15X(28X6)+[(28+28+28)X1,15]

=257.6A

二IZd=300A

动力组过电流继电器整定计算：

IZd》Ist+IN=1.15X(40X6)+[(40+40+40+18.5+1.5)X1.15]

=437A

二IZd=500A

⑹开关灵敏度的校验：

采用数表法计算线路最远点两相短路电流。

风机开关灵敏度的校验：

其实际长度为750m,查表得换算长度为1028m,查表得I(2)dl=455A。

.•.Kr=I(2)dl/IZdl=455/300=1.52>1.5满足要求。

动力开关灵敏度的校验：

其实际长度为460m,得换算长度为879m,得I(2)<12=1065Ao

.".Kr=I(2)d2/IZdl=1065/500=2.13>1.5满足要求。

⑺图中未注明电缆型号按MY-0.66/0.38橡胶电缆选取。

9101回风顺槽供电系统示意图见附图12

第六节排水

根据地质说明书的有关资料，本工程上覆煤岩层分布有砂岩裂隙弱含水层，掘进过程中局部

地段将会出现林滴水，水源为上覆弱含水层裂隙渗入。采用挖设水沟及水仓排水。

9101回风顺槽排水系统示意图见附图13

第八节运输

1、运煤：

9101回风顺槽掘进工作面刮板运输机一8101回风顺槽巷溜煤眼一集中运输巷皮带一煤仓一

主斜井皮带一地面

2、运料：

地面相应料场f副立井一副立井底车场f轨道运输大巷一8101运输联络巷一9101回风

顺槽巷施工迎头。

9101回风顺槽运输系统示意图见附图14

第九节照明、通讯

一、照明

井下作业人员均采用矿灯自行照明。

二、通讯

通讯使用矿用安全本质型电话和各通讯点联系。

9101回风顺槽信号、通讯示意图见附图15

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

施工采用“三八”制（一天三班，每班8h）组织生产。

劳动组织图表15

编制

在册

出勤

班次

工种

早班

中班

夜班

小计

早班

中班

夜班

小

计

班组长

1

1

1

3

1

1

1

3

出煤工

3

3

3

9

3

3

3

9

打眼支护工

3

3

3

9

3

3

3

9

放炮员

1

1

1

3

1

1

3

皮带、溜子司机

2

2

2

6

2

2

2

6

电工

1

1

1

合计

11

10

10

31

11

10

10

31

第二节循环作业

为保证正规循环作业的完成,工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,

工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

正规循环作业图表16

工序名称

时间/min

一班：012345678

交班

15

打眼

150

二班：910111213141516

装药联线爆破

30

通风

15

找顶

10

临时支护

20

三班：171819202122230

出煤

60

永久支护

180

全循环通风

480

第三节主要技术经济指标

主要技术经济指标17

序号

项目

单位

数量

巷道断面

m2

10.26

总工程量

m2

485.2

施工期

天

150

4

循环进尺

m

2

日循环数

个

3

日/月进尺

m

6/162

锚杆

根/m

3

锚索

根/3m

2

树脂锚固剂

卷/m

8

10

金属网

块/m

0.9

11

炸药消耗量

Kg/m

18.7

12

雷管消耗量

个/m

30

13

掘进效率

m/工

0.2

14

掘进煤（肝）量

T/m

34.84

第七章安全技术措施

第一节一通三防

一、通风管理：

1、开门前，通风工必须对采区通风系统进行调整，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合

理。

2、开门前，机电科、通风工必须严格按“局扇安装设计”要求进行风量调节和局扇安装，

并将风袋接至开门点。

3、机电科、通风工安装的局扇在进风巷道内，离底板高度大于0.3m,吸风口有风罩，高压

部位有衬垫，并按要求安设消音器，安装做到“稳”、“平”、“牢”，同时实行“三专两闭锁”

供电，严禁发生循环风。铺接的风筒为500mm的阻燃风筒，用8#铁丝生根拉线吊挂，靠

顶靠帮，接头反压边，逢环必挂，吊挂平直，拐弯处安设铁弯头，破口及时粘补，确保严密

不漏风。

4、掘进期间，瓦检员必须加强局部通风的巡回检查，发现问题，及时汇报。

5、掘进期间，机电队必须加强局部通风机的供电系统管理，确保供电正常，严禁无计划停

电、停风。

6、掘进期间，通风工每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护，确保风筒出口距迎头小

于5m,保证迎头有足够的新鲜风量，严禁无风、微风、瓦斯超限。

7、掘进期间，测风员每天必须派对采区通风系统、瓦斯浓度、风量分配等情况进行全面检

查、测定，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。

8、掘进期间，通风工每天必须专人对采区的通风设施进行认真检查维护，确保各设施完好、

可靠。

9、掘进期间，局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风机，严禁任何人随意停、开，而且

施工单位必须在当班瓦检员记录本上签字，并在每天早上10：00变电所试检漏电完毕时，

及时将风机开启。试检漏电期间，严禁放炮。

10、试检漏电完毕后，如风机不能正常开启或掘进期间风机因故停运，当班瓦检员、安检员、

施工单位现场管理人员必须及时安排施工单位电工把局部通风范围内动力电源切断，将闭锁

开关锁死。及时将局部通风范围内的所有人员全部撤至集中运输巷全风压新鲜风流中，由瓦

检员负责在开门口设置栅栏、揭示警标，现场指派施工单位班排长以上人员在栅栏前设置警

戒，禁止人员进入停风区域内，及时就近电话汇报通风值班室和矿调度室，查明原因，采取

措施，进行处理。

11、恢复通风前，瓦检员必须先检查局部通风机及开关附近10米范围内风流中的瓦斯浓度

和局部通风范围内的瓦斯浓度；若风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度＜0.50%,局部

通风范围内的瓦斯浓度＜0.80%,可以直接将风机开启，启动风机时，严禁“一风吹”：若

局部通风范围内的瓦斯浓度＞0.8%＜1%,瓦检员必须严格按“瓦斯浓度在0.8%〜1%排放

瓦斯管理规定”，严禁任何人启动风机，及时就近电话汇报矿调度室，由总工负责编制专门

排放瓦斯措施，经审批传达后，由救护队负责严格按措施要求排放。

12、掘进期间，若主扇因故突然停运，现场安全员、瓦检员、施工单位现场负责人必须严格

按照《“一通三防”应急预案》相关规定执行，传达本措施时一并传达贯彻。

13、根据地质部门提供的地质资料，9101回风顺槽掘进至地质构造时，及时编制措施。

二、瓦斯管理：

1、掘进期间，必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作面迎头、回风流、局部高顶及风机

和开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度，并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”（特

殊情况随时汇报），“瓦斯巡回检查”及“瓦斯检查记录三对口”等制度。严禁出现脱岗、

睡岗、空班、漏检、误检和假检。

2、掘进期间，瓦检员必须严格瓦斯管理，严禁瓦斯超限作业，放炮时必须严格执行“一炮

三检查”和“三人联锁签字放炮”制度。

3、掘进期间，施工单位必须严格执行停电放炮制度，由安检科安检员负责监督落实。

4、掘进期间，掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时，必须停止打眼；爆破地点附

近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.80%时，严禁爆破；掘进工作面回风流中瓦斯浓度达

到0.80%时，必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏，禁止人员入内，并向通

风值班室和矿调度室汇报，由瓦检员查明原因，采取措施，进行处理；如局扇及开关安设地

点附近10米范围内风流中瓦斯浓度达到0.50%时，也必须立即停止工作、切断电源、撤出

人员、设置栅栏，禁止人员入内，然后停止局扇运转,同时向矿调度室汇报，由通风工查明原

因，采取措施，进行处理。

5、掘进期间，瓦检员每次检查瓦斯，都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传感器显示数据一并汇报

调度室，同时，必须将检查的瓦斯浓度数据向现场施工负责人说明清楚,当前所查的瓦斯浓度

是否能正常工作。

6、掘进期间，瓦检员若发现瓦斯超限，（不论是光学瓦检器检查超限还是瓦斯传感器显示超

限），都必须立即按规定停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标、禁止人员

进入局部通风范围之内,并交代施工单位现场负责人在栅栏处设置警戒，禁止人员入内，然后

就近电话汇报通风值班室和矿调度室。由通风工区查明原因、采取措施、进行处理。

7、瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时，必须先检查通风瓦斯情况，如通风、瓦斯均正常，

然后向施工单位现场负责人说明清楚后方可离开，汇报完毕后必须及时赶回施工现场,瓦检员

因T:报等原因不在工作面期间，严禁放炮。该期间,施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪

检查瓦斯,如发现瓦斯超限或突然停风，也必须按规定立即停止工作，切断电源，撤出人员，

禁止所有人员进入停风地点。

8、瓦检员交接班时,必须共同对所负责区域内的通风、瓦斯及安全设施全面复查一遍,发现隐

患及时处理。

三、综合防尘：

1、打眼前洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤过程中洒水、爆破时使用喷雾。

2、爆破工佩戴防尘口罩。

3、巷道经常洒水降尘，杜绝粉尘堆积和飞扬。

4、定期冲刷巷道，并由瓦检员进行经常性检查。

5、防尘水管必须紧跟迎头，每隔50m分出一个三通阀门，以便及时降尘。

四、防火管理：

巷道掘进过程中采用煤电钻打眼和刮板运输机出煤，防火重点是防设备、电缆和人为火灾。

1、电气设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。

2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾，利用水管灭火。

3、应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。

第二节顶板

1、必须坚持先检查后工作原则。每次开工前和放炮后，当班跟班干部和班组长都必须先从

外往里对施工迎头顶板、支护等安全情况进行一次全面检查，发现问题及时处理。处理时，

必须由外往里依次进行，且处理点往里迎头方向严禁有人。确认无危险后，方准人员进入迎

头作业。

2、施工中必须坚持执行经常性的敲帮问顶工作,及时找掉顶、帮悬砰危岩，排除隐患，确认

安全后方可施工。

⑴找顶工作由两名有经验的人员担任，一人找顶，•人观察顶板和退路。找顶人应站在安全

地点，观察人站在应找顶人的侧后面，并清理出畅通的安全退路；

⑵找顶应从有完好支护的地点开始，由外往里按先顶部后两帮的顺序依次进行。找顶时，找

顶点下方及往里迎头方向严禁有人。找顶时，严禁多处同时进行找顶，严禁在找顶范围内进

行与找顶无关的工作。

⑶找顶工作人员用长把工具找顶时，应注意防止肝石顺杆下落伤人。

⑷顶帮遇有大块断裂砰石或阡石离层时，应首先设置可靠的临时支护（一般采用木点柱配半

圆木在其吃劲处打上牢靠的戴帽点柱），保证安全后，再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得

硬刨强挖。

3、打眼及装药联线前，必须先检查施工点附近10m范围内的安全情况，发现问题及时

处理，确认安全无误后方可进行打眼及装药联线。

4、打眼时，人员必须选好站位，站稳踩牢。打完眼后退钻时，严禁猛拉猛拽，以防止倒钻

伤人。

5、每次放炮前、后都必须对迎头10m范围内的支护情况进行检查加固，加固方法为：

将松动的螺帽拧紧，失效的锚杆重新补打，崩坏的网予以更换，并达到设计要求。

6、每次放炮后，至少等15分钟，待迎头的炮烟被吹散，班组长、放炮员、瓦检员和安检员

必须首先巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒（残）爆等情况。如有危

险情况，必须立即处理。确认安全无危险后，方准人员进入迎头施工。

7、每次炮后必须先找净顶、帮活动煤研，确认顶帮安全稳定后，用风、手镐将顶部修刷成

型后，及时进行临时支护，严禁空顶作业。

8、永久支护必须紧跟迎头，每够一块网位置时必须及时打锚杆挂网进行支护。

9、施工过程中，每班必须必须山当班安全员或一名经验丰富、工作责任心强的人员负责观

察顶、帮的变化情况，发现问题及时撤出人员，待顶板稳定无危险时采取有效措施进行处理。

处理时;处理点下方及往里迎头方向严禁有人。待处理好并经检查确认安全无危险后，方可

恢复施工。

10、施工期间，必须加强后路的检查维护，发现问题及时处理，确保后路安全畅通。要定期

检查锚杆支护效果，经常观察，发现异常及时制订补充措施进行处理。

11＞现场施工中若发现有顶板出现局部离层掉渣；巷道两帮收敛，顶板下沉；巷道底板鼓起,

顶锚杆断裂：顶板岩层爆响等冒顶预兆时，必须立即撤出现场施工人员，就近电话汇报矿调

度室和工区,并采取有效措施进行处理。

⑴顶板出现局部离层掉渣、顶锚杆断裂时，要及时补打锚杆，确保顶板的完整性，尽量减小

顶板离层的发展。

⑵巷道出现两帮收敛、顶板下沉现象时，要根据巷道顶板变形程度采取增大锚杆支护密度进

行处理，变形严重时要及时进行架棚支护。

⑶巷道顶板出现岩层断裂爆响、顶锚杆断裂等•系列顶板剧烈活动来压的顶板事故预兆时，

要立即撤出在危险区内所有作业人员，待顶板稳定后，立即对巷道由外往里进行架棚支护。

12、施工中若在出现冒顶或由于断层及其它构造造成顶帮压力大、顶板破碎，锚网支护不能

有效支护顶板时，则必须改用架钢棚进行锚架联合支护。

13、做拉拔力试验时，拉力计必须固定可靠。拉拔锚杆时，必须先紧固被测锚杆周围相邻锚

杆，并在被拉锚杆周围打设2〜3棵点柱顶牢顶板，且被测锚杆周围不得有人，操作人员站

在施工方向的外侧，距被测锚杆的距离不得小于3m。拉拔试验结束后，必须及时拧紧

螺母，如锚杆失效必须在其周围200mm范围内及时补打合格锚杆。

14、严禁在锚杆（锚索）上系大链、滑轮来起吊重物，如需使用时，必须另行打设专用锚杆

（锚索）来起吊。

15、施工期间，堆料点必须备有不少于3d的施工用料，并做到随用随补。

16、施工中必须严格跟好中、腰线，按掘进质量标准化标准要求组织施工，必须严格执行操

作规程、安全规程和现场交接班制度。

第三节爆破

1、放炮员必须由经过专门培训，考试合格并取得合格证的人员担任，且持证上岗。

2、放炮员必须严格按“爆破说明书”及“装药结构图”要求进行装药联线爆破。

3、放炮员必须在每次炮前检查炮线质量，如有破损及漏芯等现象时，必须及时更换。炮线

接头处必须用接线盒。

4、爆破作业时必须采用符合标准的爆破母线。爆破母线与连接线、电雷管脚线与连接线、

脚线与脚线之间的接头必须错开200mm以上，相互扭紧并悬挂，不得同金属管、钢筋

网、溜槽等导电体相接触，并用绝缘胶布包扎好，严禁出现明接头。

5、每次放炮前，必须观察风机运转供风情况，只有当风机正常运转、供风正常时，方可放

炮。••旦风机停运，必须立即停止放炮，待恢复正常通风，重新履行完放炮手续后，方可放

炮。

6、放炮作业时，必须严格执行“一炮三检查”、“三人联锁放炮”制度。

7、装配起爆药卷时，必须严格按《煤矿安全规程》第三百二十六条之规定：每次爆破作业

前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。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。

8、炮眼深度及炮泥充填严格按《煤矿安全规程》第三百二十八条：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。三百二十九条：炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：

（一）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确

需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥。

（-）炮眼深度为0.6〜1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。

（三）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5mo

（四）炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

（五）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。（六）工

作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,在岩层中最小抵抗

线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于

0.3mo

之规定执行。

9、发爆器的把手必须由放炮员随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手插

入起爆接线盒内。放炮后，必须立即将把手拔出，摘掉母线并扭结成短路。

10、通电以后拒爆时，放炮员必须先取下把手，并将放炮母线从放炮器上摘下，扭结成短路,

过15min后，才可沿线路检查，找出拒爆原因。

11、处理拒（残）爆时，必须遵守下列规定：

⑴由于联线不良造成拒爆时，可重新联线起爆。

⑵在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的炮眼，重新装药起爆。

⑶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。

（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤、阡，收集未爆的电雷管。

⑸在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

⑹处理残（拒）爆时，必须在班组长指导下进行，应在当班处理完毕，若未处理完毕的，放

炮员必须在现场向下一班放炮员交待清楚。下一班待处理好后，方可进行其它施工作业。

12、放炮员必须严格遵守炸药、雷管的领退核销制度。

13、炸药、雷管必须分别使用专用木箱存放并加锁，严禁混装，严禁乱扔乱放。

14、炸药、雷管箱必须存放在顶板完好、支架完整、无淋滴水并避开机械、电气设备的警戒

线以外的安全地点。

15、失效炸药、不导电雷管必须由放炮员收交井下炸药库，严禁乱丢乱放。

16、碰到地质构造带、岩性变化带，放炮员要根据自己的经验或区队领导的要求来布置炮眼

和装药。

17、警戒：

（1）每次放炮前，班组长先到9101工作面撤人到联络巷口时，指令1人在此设好临时警戒，

禁止人员由此进入到巷道内。然后班组长带领2人往集中运输巷口处时，指令1人搜索撤人

到距放炮地点275m处设好固定警戒人1,禁止人员山此进入放炮巷道内；班组长仔细

清点好人数，确认一切无误后，方可下令放炮。放炮员接到放炮命令后，必须先发出放炮警

号，至少等5s,方可通电起爆。

（2）警戒的设置距离按直巷2100m、转弯巷道275m执行，并随迎头的推进而相应

移动设置。

（3）警戒必须设在警戒线外顶、支完好的安全地点，警戒处必须悬挂警戒牌。

（4）警戒的设置和解除由当班班组长全权负责。

第四节防治水

一、探放水

1、掘进时工作面必须进行“有掘必探，先探后掘”，由技术科及时制定专项措施进行探放水

工作，否则不得生产。

2、设计探水线的最小距离不得小于50米，水压不超过10kPa,；

3、警戒线的确定：沿探水线终孔位置外推30米。

4、超前距离：探水钻孔终孔位置始终超前掘进工作面的距离采用20米。

5、允许掘进距离：经探水证实无水害威胁，可安全掘进的距离：探水中心钻孔深度（或3

个钻孔的最小平距）减去20米。

6、超前距离的计算：

a=0.5ALX（3p/kp）l/2

式中：超前距离（m）

L---巷道的跨度（宽或高，取其最大者）m

Kp煤的抗张强度（Mpa）

P——水头压力（Mpa）

A--安全系数，一般取2〜5；本设计取5。

a=0.5X5X3.5XV3X20/10=0.5X5X3.3X2.45^20.2125（m）,

a（实）＞20.215m

据此，超前距取20米。

7、钻孔参数的确定

（1）每钻孔3个（1#、2#、3#）,1#孔为中心孔。

(2)钻孔直径：75mm。

(3)钻孔沿煤层倾向呈扇形布置，超前距20米，准掘30米。

(4)在每个钻场地点做好标记，并挂牌管理。.

附图：探放水钻孔布置示意图16

二、安钻探水前的技术要求：

1、安钻地点与疑是积水区间距小于探水规定的超前距，或有突水征兆时，应在采取加固措

施或用水闸墙封闭后，另找安全地点探放水。

2、钻窝应避免做在松软煤层内。

3、钻机安装必须平稳牢固。安好钻机接电时，要严格执行停送电制度。

4、按预计流量修建排水沟，清理巷道并挂好风筒、电缆、管道等。

三、探水施工中的技术要求：

1、钻进时应准确判别煤、岩层厚度并记录换层深度。•般每钻进10m或更换钻具时，

测量一次钻杆并核实孔深。终孔前再复核•次，如有可能应进行孔斜测量。

2、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等现象

时，必须立即停钻，记录其孔深并同时将钻杆固定，但不得取出钻杆。要立即向矿调度室汇

报，及时采取措施，进行处理。

3、钻进中发现有害气体喷出时，应立即停止钻进、切断电源，将人员撤到有新鲜风流的地

点。立即报告矿调度室，采取措施。

4、钻孔内水压过大或喷高压水时，应采用反压和防喷装置的方法钻进，应有防止孔口管和

煤(岩)壁突然鼓出的措施：

背紧工作面，在拦板外面加设顶柱或木垛，必要时还应在顶、底板坚固地点砌筑防水墙，之

后方可放水。

5、在探水孔施工中，见到含水层、断层、陷落柱和积水区之前，应停止钻进，安好水门后

再继续钻进。

6、遇高压水顶钻杆时，可用立轴卡瓦和逆止阀交替控制钻杆，使其慢慢地顶出孔口，操作

时禁止人员直对钻杆站立。

7、必须做到交接班时不停钻。

8、探放断层水的探水孔终孔后，孔内有水应进行放水试验。孔内无水时应选择一个孔进行

压水试验。

9、探放水钻孔，完成探测任务后做好记录。

四、放水的技术要求

1、钻孔探到水后，要观测水压、水质、水量和估计积水量或补给量。根据矿井排水能力及

水仓容量，控制放水孔的流量或调整排水能力，并清理水仓、水沟等。

2、加强放水地点的通风，增加有害气体的观测次数。

3、必须监视放水全过程，放水结束后，立即核算放水量与预计积水量的误差，查明原因。

五、探放水的安全措施：

1、探水巷道中间不得有低洼积水段。

2、探水巷必须在探水钻孔有效控制范围内掘进，探水孔的超前距、帮距及孔间距应符合设

计要求。每次探水后、掘进前，应在起点处设置标志，并建立挂牌制度。

3、区内的施工人员必须学习掌握报警信号及避灾路线。

4、巷道应加强出水征兆的观察，发现有挂红、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掺水、水色发挥、有臭味等突水预兆时，一旦

发现立即停止施工，采取措施，立即报告调度室，情况紧急时必须立即发出警报，撤出所有

受水威胁地区的人员。

5、钻孔预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查员或矿山救护队员在现场

值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体超过本规程有关条文规定时，必须立即停止

打钻，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，采取措施，进行处理。

6、探放水人员必须按照批准的设计施工，未经审批单位允许，不得擅自改变设计。

六、其它

1掘进时必须设计