主回风大巷作业规程1

矿审批意见

本作业规程于二00九年三月二十五日在矿调度室进行了集体会审，参加会审人员有:

矿长、生产矿长、机电矿长、安全矿长、矿总工程师、调度主任、安监科科长、生产技术

科科长、地测科工程师、通防科科长、机电科工程师、掘进队长。通过集体会审，讨论研

究，同意本规程所编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行，并提出如下审批意见：

1.坚持“有掘必探”制度，严格执行洪洞县防治水综合治理方案。

2.下山施工，易产生积水，施工过程中主回风大巷要建立完善的排水系统。

3.主回风大巷过F1断层，严格按中腰线施工。

会审人员签字

编写人：年月日

掘进队队长：年月日

测量工程师：年月日

生产技术科：年月日

通防科：年月日

安监科：年月日

机电科：年月日

调度室主任：年月日

总B聊：年月日

安全矿长：年月日

机电矿长：年月日

生产矿长：年月日

矿长：年月日

作业规程学习和考试记录

负责人：传达人：班次:

贯彻

听传达人贯彻时间听传达人

时间

年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字

作业规程复查记录

作业规程名称主回风大巷掘进作业规程

施工单位

复查时间第

参加复查人员签

字

一、存在主要问题:

二、处理意见:

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为安能万安煤业主回风大巷

二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成F1断层以下块段生产系统，满足采区的通风、行人、运输、运煤、

管线敷设的需要。

三、巷道设计长度及服务年限

巷道设计长度：主回风大巷设计1020m（平距），已掘进515m（平距），剩余工程量505m

（平距）。附巷道布置平面图（附图一）

每100米设计掘进一个主运、主回联络巷，总长100米。

服务年限：30年。

四、预计开、竣工时间

经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自二。。九年四月份开工，预计二0一。年十

二月份竣工。

第二节编写依据

一、经过审批的设计、采掘计划

本矿采掘计划已于2009年3月，经洪洞县煤炭工业局审批，掘进主回风大巷。

二、山西省煤炭地质公司于2006年12月编制的《山西洪洞县小山沟煤矿地质报告》，已经

临汾市工业局审批通过，现已呈报省煤炭局待批。

三、矿压观测资料

我矿已引进KY—82型0.04〜200mm矿压观测仪器，正在进行矿压观测，还没形成资料，

本次编写依据为以往生产中简易观测资料，尚无具体数据。

第二章地面相对位置及地质水文情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

一、主回风大巷掘进工作面相应位于井筒西北部，地表为山谷地形。区域内无水体、

建筑物或构筑物。

二、巷道上部为1#煤，不可采，没有古采空区，南部为原掘主回风大道，西北部为

矿井深部。

第二节煤层赋存特征

主回风大巷掘进工作面位于山西组中下部2#煤层中，煤层伪顶厚度0.3〜0.5m,煤层

直接顶板为中砂岩，上距老顶K8砂岩25m左右，下距9+10号煤层间距为80m左右，煤层

厚度为2.0〜2.8m,平均2.5m,煤层结构简单，厚度变化不大，煤层倾角一般在8〜25°,

平均倾角9。；为全区可采。顶板以粉砂岩、泥岩为主，层理节理较发育，顶底板分类为

二类，基本稳定型；底板以粉砂岩、泥岩为主，层理节理较发育，基本底为泥岩。巷道均

沿2#煤层顶板掘进（过断层时按中腰线施工）。

根据临汾安监审发[2008]69号《关于全市2008年第一批114座矿井瓦斯等级和二氧

化碳涌出量鉴定结果的批复》，2#煤层相对涌出量3.17m3/t,绝对瓦斯涌出量1.30m'/min。，

属于低瓦斯矿井，煤层自然倾向性为二级，煤尘具有爆炸性。

2#煤层原煤灰分11.86虬挥发分35.25%,含硫0.5%,发热量34.63MJ/Kg,该煤层为

低灰、低硫、高热量强粘结性气肥煤。

第三节地质构造

一、该地段地质结构相对较复杂，预计小断层较发育，地层为一单斜构造。煤层走向

大致北东，倾向北西，煤层倾角平均9。。该区域不受岩溶陷落柱、古河流冲刷等影响。

根据实际揭露，F1号断层落差12m,影响巷道的施工。

断层产状参数表表一

倾角性落差

构造名称走向倾向对断层控制程度

(0)质（m）

F-1东南西北60正12影响较大

二、（地质平面图）地质剖面图（附图二）

第四节水文地质情况及防治水措施

一、概述

我矿开采2#煤层，总体构造简单，煤层埋藏厚度为150m。倾角8〜25°,对掘进有影

响的含水层为老顶L砂岩含水层，为砂屑裂隙中含水，属含水性较弱的裂隙含水层。该层

受地形影响，受大气降水及地表水的差异性较大。

二、防治水措施

1、在巷道施工时边探边掘，每隔100米施工一个临时水仓。

2、在临时水仓设泵排水，并安设相应的排水管路，进一步完善排水系统。

3、坚持“有掘必探、先探后掘”制度。

⑴煤层中钻孔深度不小于40米，超前距离不小于20米

⑵岩层中钻孔深度不小于40米，超前距离不小于5-10米。

⑶探水钻孔直径不大于75mm。

⑷探水钻孔数量不少于5个，一个中心孔四个帮孔，应能保证在工作面中心和上下左

右都能起到作用。

⑸探水钻钻孔角度和煤层倾角相同，竖直角为煤层倾角加2—3度。探水钻孔高度距巷

道地板1.2米左右。

附探水钻孔布置示意图。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

F1号断层下主回风大巷，自主回风大巷42号导线点以下20米处继续按313°方位角施

工（以下20米均为原过F1号断层在煤层顶板岩层中施工），施工时需要挂16度腰线向下

施工，预计施工60m全岩找到煤层顶板；然后沿煤层走向掘进20米，把两条主要下山煤柱

调整为30m,再按313°方位角沿煤层顶板掘进425米停掘。

第二节支护设计

一、巷道断面

1、主回风大巷为锚网支护：断面形状均为矩形梯形，荒宽3.2m,荒高2.8m,S荒8.96

m2,净宽3.0m,净高2.7m,S净8.

2、主回风大巷全圆段为光爆锚喷支护：断面形状均为直墙半圆拱型，荒宽3.2m,墙高

22

1.6m,圆拱半径1.6m,S荒8.98m,净宽3.0m,墙高1.6m,圆拱半径1.5m,S净8.33mo

3、联络巷为锚网支护：断面形状均为直角梯形，荒宽3m,荒高2.1m（下帮）、2m

2?

（上帮），S荒6.15m,净宽2.8m,净高2m（下帮）、1.9m（上帮），S净5.46mO0

附：巷道支护断面示意图、光爆锚喷支护断面示意图附图三

二、支护方式

(-)临时支护

刚开口及诸恫室开口施工时，采用点柱法作临时支护。即用直径不少于160mm优质圆

木作点柱，密度1棵/mz,打在实底撑牢顶板。开口或调向3m起，及时使用前探梁，前探

梁用15Kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m,间距不大于1.4m,用金属锚杆和吊环固定,

吊环形式为倒梯形，宽面朝上，防止前探梁滚动，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配

套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于80KN/根，前探梁最大控

顶距离2.0m。使用前探支架时待迎头放完炮，炮烟吹净，由外向里检查巷道顶邦支护情况,

发现松动锚杆及时紧固牢，然后由外向里进行敲邦问顶，并用长柄工具摘除危肝活石，确

认安全后，顶扳铺网及钢筋梯，交替前移两条前探支架，前探支架间距L4m,固定前探支

架锚杆锚固力不低于80KN(40mPa),每条前探支架不少于2个固定点，分别采用专用吊环

固定，吊环螺纹拧入长度不小于30mm，前探支架前部上方用2条长度不少于巷道顶部荒宽

0.4m的优质圆木扳梁(长X宽X厚=2800X150X60mm)和小杆接顶扳，并配合小楔足顶

背实。两条前探支架除交替前移外，始终保持2条前探支架紧固有效，便于锚杆打注，为

保证前探支架紧固有效，前探支架后端使用相应的木板梁配合小杆及小楔足顶背

实，前探支架及吊环每移动一次，都要检查其是否变行，吊环有无裂纹，开焊变形，发现

损坏立即更换。放炮后最大控顶距不大于2.1m

附：前探支架临时支护平、剖面图(附图四)

(二)永久支护

巷道采用锚网支护作为永久支护，支护材料为金属A5圆钢麻花锚杆，冷拔钢丝网，钢

筋梯，锚杆排株距均拟定为700mm义800mm。

按悬吊理论计算锚杆参数：

1、锚杆长度计算：

L=KH+LI+L2式中：L一锚杆长度，m；

H一冒落拱高度，m；

K—安全系数，一般取K=2；

L1-锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；

其中：H=B/(2Xf)=3.6/(2X3)=0.6(m)

式中：B—巷道局部开掘宽度，取3.6m；

f-岩石坚固性系数，砂岩取3；

则L=2X0.6+0.5+0.1=1.8(m)

2、锚杆株距、排距计算，按株排距相等，取a：(m)

a=Q/(KXHXr)式中：a—锚杆株排距，m；

Q-锚杆设计锚固力，80KN/根；

H—冒落拱高度，取0.5m；

r—被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；

K—安全系数，一般取K=2；

a=80/(2X0.6X25.18)=2.65(m)

通过以上计算，选用直径18mll1、长度2000mm的等金属A5号圆钢麻花锚杆，顶锚杆株700

nun、排距为800mm。锚网(锚喷)支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，前排锚杆距迎头

超过800mm时及时按注锚杆，全断面挂网，顶板挂钢筋梯加强支护。(全岩锚喷巷道锚杆排

距800nlm,株距700nlm,不用钢筋梯，一掘一喷)

(三)、喷浆支护

拖后靶斗绞车机10—20m,喷射混凝土封闭围岩加强支护，喷厚50—100mm；水泥标号

425#,砂为中细河砂，石子直径5—10mm,水泥：砂：石子=1：2：1,水灰比0.4—0.55,

喷浆时掺入速凝剂为3-4%o

(四)锚网支护巷道工程质量规定

附：锚网支护巷道工程质量规定表见表二

第三节支护工艺

一、支护材料：

(一)支护材料

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用金属A5圆钢麻花锚杆，直径为18nlm,长度为2000mm,锚杆外

露长度为10~50mm,每根锚杆均用2块型号为K25350树脂锚固剂固定，锚固剂直径为25mm,

每块长度为350mm,每根锚杆锚固长度不少于700mm,铁托盘为圆形，规格为①=120mm,用8nlm

钢板压制成弧形，帮木托盘规格为长X宽X厚=200X200X50nim。锚杆均使用配套标准螺母紧

固，每根锚杆锚固力不小于80KN。

2、网采用直径不小于3.5mm的冷拔铁丝制作的经纬网，网的规格为长X宽=3000X1000mm,

网格为长X宽=60义60mm,网要压茬连接，搭接长度不小于100mm,相邻两块网之

间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距100mm,采用三角形联法，两片网搭接

处压于锚杆托盘和钢筋梯下。钢筋梯采用直径不小于14mm的圆钢制作，规格为长义宽=3000

X60o

4、支护材料每米用量

表二锚网支护巷道工程质量规定表

质量标准巷道名称及规格

项目部位

(mm)正常段开宽段

中线至上帮1500

巷道净宽0〜+150

中线至下帮1500

上帮2700

巷道净高0〜+150

下帮2420

顶板80KN/根

锚固力市80KN/根

两帮80KN/根

顶板700

锚株距>700

两帮800

杆

顶板800

布排距>800

置两帮800

顶板75°

角度市75°

两帮75°

锚不F规格<t)=18,L=2000

锚杆安装人工安装

锚杆距迎头>700

6=3.5,1000X

网规格

3000

小二14,60X

钢筋梯规格

3000

树脂药卷规格6=25,L=350

最大空顶距>21002100

工业卫生三无一畅，清洁卫生

①金属麻花锚杆13.75套、树脂锚固剂27.5块、冷拔钢丝网3.63块、钢筋梯1.25根。

5、施工中现场备用材料不少于2天的用量，并在迎头外100m范围内的料场中挂牌管

理，分别存放，码放整齐，并与铁路间的安全间隙不小于0.5m。

(二)锚杆安装工艺

1、打锚杆眼

打眼前，首先按照中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，用长把工具找掉顶帮上的活砰危岩，将前探支架逐根移到迎头,

铺好网，并用小板梁配合小杆、木楔将网和钢带加紧加牢，使之严密接顶，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±100加，眼向误差不得大于15

度。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,

深度1.9m,锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架及

金属网的掩护下操作必须在前探支架的掩护下由外向里先顶板后两帮的顺序进行，严禁空

顶作业。

2、准备工作：

检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，对不

合格的锚固剂一律不准使用。

3、安装锚杆

金属麻花锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用高压风吹扫干净。吹扫时，操作人

员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块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，用带有专用风动钻卡住螺帽，开动手持式风动

钻，使风动钻或锚杆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，方可撤去钻，搅拌时间不小于20秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，

拧上螺帽，7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150N•m。

（三）施工质量与要求：

锚杆的锚固力必须符合设计要求，金属麻花锚杆锚固力不小于80KN/根，扭紧力矩不

小于150N.m；巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不

能低于设计要求，但最大高度不能大于设计要求150mm；锚杆株、排距不能超过设计100mm；

并保持做到巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。

（四）喷射混凝土支护工艺

喷浆机的供气压力应保持在0.4Mpa左右；水泥：为425#水泥，砂：为中细河砂，石子:

直径5—10mm,水泥：砂：石子=1：2：1,水灰比0.4—0.55,喷浆时速凝剂配比为3-4虬

喷头喷射方向与受喷面垂直，夹角不得小于70°,下俯角度允许10°-15°,受喷面最佳

喷距600—1000mm,最大不超过1000mm。

喷射混凝土的材料必须按比例搅拌均匀，否则不准上料；喷浆时必须坚持潮料喷浆。

喷浆前必须用高压水冲刷顶帮，否则不准喷浆。

喷浆厚度达不到要求，应分次喷浆，但复喷时间不应超过2小时，否则应用高压水冲

刷喷体。

喷射过程中，如发生堵塞、停风、停电等故障时，应立即关闭水门，将喷浆头放置，

以防水流输料管内；处理堵管时，采用敲击法疏通料管，喷浆口前方严禁有人。

在喷浆过程中，喷浆机压力表突然上升或下降，摆动异常时，应立即停机检查。

喷浆手及上料人员必须佩带防尘口罩和有关的劳保用品。

严禁喷浆时严禁喷浆头对准人员。

喷后必须及时撒水养护，7天之内每班撒水养护一次、7天以后每天养护一次，持续

28天。

金属A5号圆钢麻花锚杆杆体及其附件技术条件及质量要求

金属钢麻花锚杆金属杆体为的A5号圆钢钢材制成，其公称直径与公称截面积圆的直径

相等。技术条件及质量要求如下：

一、外观

锚杆表面应光滑不应有裂纹、毛刺等缺陷。

二、机械性能

杆体采用屈服载荷不低于350MPa,抗拉强度不低于490MPa,延伸率不小于16%的热

轧特殊圆钢钢材，破断载荷2127.3KN。

三、尺寸与公差

长度公差为士5mmo

四、直线度

杆体的直线度公差为3mm/m。

五、杆体承载力

杆体承载力不小于杆体破断力的85%。

六、球形螺母

螺母承载力应与杆体相匹配。

七、托板

托板Q235-A或不小于其强度的其它材料，规格尺寸不小于①120mm,平托板厚度不小

于8mm,,托板中孔直径比杆体直径大(2-3)mm,其承载力应与杆体承载力相匹配。

YML-10型液压锚杆拉力计安全操作技术规定

根据《煤矿安全规程》第四十四条第(7)款规定，煤矿井下锚杆必须做拉力检测，我

矿使用的是YMLT0型液压锚杆拉力计，为确保液压锚杆拉力计的正常使用和安全操作，特

编制本操作技术规定，并认真执行。

一、液压锚杆拉力计的组成：由手动泵和拉力缸两部分组成。

二、液压锚杆拉力计的操作过程

1、检查油量：逆时针方向打开手动泵的卸荷阀，使拉力缸中的液压油回到手动泵的油

筒中，拧开油筒端部的堵头，检查油量，如油不满，应加注2号定子油或机械油。

2、把手动泵放在比拉力缸稍高的地方，摇动手动泵使拉力缸活塞伸出，再打开卸荷

阀，使活塞缩回，连续几次即可。注意：排气时不能加压。

3、操作：把拉杆拧到锚杆末端，套上拉杆座，再套上拉力缸，

使活塞顶住拉杆座，拧紧螺母，顺时针拧紧卸荷阀。上下摇动手把，用力要均匀，不

要用力过猛，当压力表的读数达到所要求的数值后，停止摇动手把。注意：手动泵必须摆

成水平位置工作，检测完毕，逆时针拧到卸荷阀，使压力表读数降到零，最后把各部位从

锚杆上卸下。

三、拉力与压强对照表：表三

1吨2吨4吨5吨8吨10吨

5MPalOMPa20MPa25MPa40MPa50MPa

四、液压锚杆拉力计操作安全技术规定

1、做锚杆拉力前，首先检查施工地点顶板的支护情况，严格执行敲帮问顶制度，确认

安全后方可进行锚杆拉力检测。

2、首先拧下被检测锚杆的螺帽，锚杆盘外锚杆端头外露长度不小于50mm,然后套上

拉杆座和拉力缸进行拉力检测。我矿使用的(1)金属麻花钢锚杆规定拉力为80KN,锚杆

拉力计压强表读数为40MPa；(2)水泥锚杆拉力规定为40KN,锚杆拉力计压强表读数为

20Mpa。

3、做拉力检测时，人员严禁正对着锚杆，操作人员要位于其一旁，不小于1.5m处，

其它人员要位于其一旁不小于2.0m处，不要阻碍操作人员的后退路，操作中要有专人对顶

板和所拉锚杆的变化情况进行监护，确保操作安全。

4、做锚杆拉力检测时，被检测的锚杆必须位于迎头外，其周围顶板必须已经进行了锚

杆（网）支护，或进行了初喷浆，严禁在迎头未锚网或锚喷时进行，锚杆拉力检测达到规

定数值后，要停止拉力，以防被拉锚杆失效或拉坏顶板。

5、做锚杆拉力检测时，必须停止迎头一切工作，必须避开导电体，顶板破碎时严禁做

锚杆拉力检测。

6、锚杆检测结束后，若检测的锚杆被拉出失效，要在其旁边重新补打锚杆。

煤巷锚杆支护顶板离层仪的安装及检测有关安全技术规定

根据《煤矿安全规程》第四十四条第（7）款规定，井下煤巷锚杆支护巷道必须进行顶

板离层检测，我矿使用的是LBY-3型顶板离层指示仪，为确保顶板离层指示仪的安装和正

常检测，特制定本操作技术规定，并认真执行。

一、顶板离层指示仪的组成：主要有基点锚头（深基点和浅基点锚头）、测绳、套管、

外观测筒与内观测筒组成。

二、顶板离层指示仪的安装机理：

深基点应固定在稳定岩层内，浅基点固定在锚杆端部位置。当锚杆固定范围内有离层

时，顶板（套管）沿外侧筒向下移动，移动量有测筒标尺指示；当锚固范围外顶板离层时,

外观测筒与顶板相应位置不变,但沿内侧筒向下滑动，表明顶板有离层，离层量由内侧筒标

尺指示；当锚杆锚固范围内、外都有离层时，内外侧筒分别有离层显示，其显示值之和为

总曷层值。

三、顶板离层指示仪的使用说明：

顶板离层指示仪的安装应与锚杆施工同步进行，在巷宽的中部，深基点应固定在稳定

岩层内300mm,孔深要大于深基点深度200mm。我矿安装时孔深为4.5m,采用锚杆钻机打安

装孔，每隔100〜300m安设一台，顶板好时取大值，顶板差时取小值。

1、先安装深基点锚头。将测绳由空心安装杆内穿过，用安装杆把锚头送至4.5m深的

设计位置，送入时，用手拉紧测绳。

2、然后，将另一侧绳穿过安装杆，用手拉紧侧绳，将浅部锚头送至2.0m深的设计位

Bo

3、最后安装套筒，注意应使外侧筒标尺不在于10mm点对准套筒底边。内侧筒标尺不

大于10mm的点与外侧筒下端面对齐，并使小螺丝固定住内、外套筒。

4、记录初读数，安装完毕。

四、当顶板离层达到离层临界值时应采取的措施：

顶板离层临界值是指锚杆支护巷道正常情况下处于稳定状况顶板离层和松动的最大

值，达到离层临界值时应采取；

1、锚杆锚固范围内离层时，要加大支护密度，减小锚杆株排距或提高锚杆的锚固力。

2、锚杆锚固范围外离层，要增加锚杆长度，采用锚索补强加固或与套支铁棚联合支护。

五、顶板离层指示仪观测记录表四

巷道名称：测点编号：记录人:

顶板总离层量s锚固范围内离锚固范围内离

检测时间

（标尺显示值层量S1（外观测层量S2（外观测备注「

（年月）

之和）筒数值）筒数值）

六、安装顶板离层指示仪安全技术要求:

1、采用锚杆钻机打顶板孔前，首先检查施工地点顶板的支护情况，严格执行敲帮问顶

制度，确认安全后方可打眼。

2、采用锚杆钻机打顶板孔时，要两人配合，一人持钻机打眼，一人在其旁边对顶板和

钻杆的钻进情况进行监护，确保操作安全。

3、做顶板离层检测时，必须位于迎头外，其周围顶板必须已经进行了锚杆（网）支护，

严禁在迎头未锚网时进行。

4、安装顶板离层仪或顶板离层检测时，必须停止其范围内的一切工作，必须蔽开导电

体，顶板破碎时严禁安装顶板离层仪，现场必须挂检测牌板。

5、做顶板离层检测时，由区队技术员每隔2〜3天检测一次，并把检测结果及时填在

现场的检测记录或牌板上，同时区队做好顶板离层检测记录台帐，以便汇总检测结果。

6、现场检测当发现顶板下沉量达到100所及以上时，要及时采取措施，加强顶板控制。

第四章施工工艺

第一节施工方法

巷道的施工方法：

主回风大巷为锚网支护，顶板完整，无构造。施工前，首先按由外向里的顺序，对停

工前20m范围内的支护进行检查，并进行重新加固，每架棚打齐撑杆、铁路撅子，确认安全

后才准开工。

第二节凿岩方式

本规程所施工的巷道采用打眼放炮的方法破岩。

一、打眼机具

采用MFCT094/24型气动单体锚杆钻机打顶板锚杆眼，迎头、两帮煤巷打眼及安注锚杆

采用MYZT50型手持式气动钻机。高压风来自井下压风机；高压水来源于地面消防水池。

二、降尘方法

采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用远程喷雾、爆破前后冲刷岩帮、

开放水幕、扒装时使用扒装喷雾等综合防尘措施。

第三节爆破作业

根据煤（岩）巷施工经验，掏槽方式为：斜眼掏槽。

一、炸药、雷管

使用煤矿许用炸药、毫秒电雷管，电雷管必须编号。

二、装药结构：正向装药结构。

附：正向装药结构示意图见附图五

三、起爆方式

起爆使用MFD100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联联线。

附：巷道炮眼布置图示意图、全岩巷道炮眼布置图示意图（附图五）

第四节装、运岩（煤）方式

根据现场实际，主回风大巷可选用30型耙斗绞车机装岩（煤），配40T型刮板运输机

运岩（煤）。扒装机尾轮的固定位置应高出岩堆800〜1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上,

固定楔长度为600〜800nlm,固定楔的孔深度不小于800mm,眼距不小于1m。严禁尾轮挂在

巷道支护锚杆或支架上。

下山防跑车安全设施采用：挡车棍、不倒翁、卧闸、吊梁、挡车门、护身点柱。其安

装及使用要求见本规程第八章。

扒斗绞车机两侧都必须安设合格而又固定可靠的封闭式金属护栏和防耙斗出槽的挡绳

栏。护栏和挡绳栏采用直径不小于20mm的圆钢焊制而成，护栏孔眼距间隔不超过200mm,

操作侧护栏长度必须超过操作把手300加。扒斗绞车机作业时必须有照明。

扒斗绞车机距迎头最大距离为20m,最小距离为6m。

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、风筒等均应按要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔

3m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围

内使用一寸胶管，20m外使用二寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒

要每5m打一吊挂眼，风筒要拉绳并环环吊挂，风筒口距迎头不大于10m。

迎头掘进临时轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规定，轨距误差不大于

10mm,不小于5mm；轨道间隙不超过10mm,内错差不大于5mm；轨枕间距不大于1m,构件

齐全紧固有效，轨道距迎头6〜20m。

第六节设备及工具配备

设备及工具配备情况表表六

序设备工

型号规格功率单位数量备注

号具名称

1局部通风机DBKJNoll11KW台1

2靶斗绞车机30型15KW部1

3小绞车JD-U.411.4KW部2

4锚杆机MFC—1094/24台3

5手持式气动钻MYZ—150台3备用一部

6刮板输送机SGB-620/40T40KW部2

7胶带输送机部2

8排水泵30KN备用2台

9锤把2

10镐把2

11喷浆机WG-2515部1

12扒子把2

13锹张4

14发爆器MFd-100个2

15吹杆垂直根2

16锚杆拉力计台2

17力矩扳手把2

18半圆仪个2

19探杆根2

20电话部2

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

巷道掘进均采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产。每班2个循环,

每日9个循环，月循环总数180个，每循环进尺1.5m,每班进3m,日进9m,月进243m,循环

率90虬

劳动力配备：实行综合工种，一工多能，特殊工种经培训考试合格后持证上岗，每循

环在册人数12人，出勤率不低于75%。

附：劳动组织图表见表七

第二节循环作业

为保证正规循环作业的完成，迎头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。

附：主要技术经济指标表表八

第三节主要技术经济指标

附：主要技术经济指标表（表八）

表九

序号项目单位指标备注

1每循环在册人数人12

2每循环出勤人数人9

3出勤率%75

4循环进尺m1.5

5效率m/I0.66

6月循环次数个180按30天/月计算

7月进尺m243

8循环率%90

9炸药消耗Kg/m5.6

10雷管消耗个/m26.67

11坑木消耗m7m0.05

12锚杆消耗套/m13.75

13冷拔丝网消耗块/m2.93

14钢筋梯消耗根/m1.25

15树脂药卷消耗块/m27.5

第六章生产系统

第一节通风系统

一、掘进工作面风量计算：

主回风大巷掘进风量计算基础表九

(1)基本参数

巷道设计长度瓦斯绝对涌出量二氧化碳绝对涌出

断面(m2)

(米)(mVmin)量(m3/min)

4858.11.300.86

工作面温度一次炸药消耗量

巷道类别每班最多工作人数

(℃)(Kg)

全煤19128.4

全岩191216.7

(2)计算：(2)计算：

①按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算掘进面需要风量：

Q掘=100Xq掘XK掘通=100X1.3X1.6=208(m3/min)

式中：

Q掘---单个掘进工作面需要风量，m7min；

q掘---掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量1.3m'/min或二氧化碳0.86nr7min；

K«—瓦斯涌出不均衡通风系数。(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)取1.6。

②按同时作业人数和炸药量计算掘进工作面需要风量：

每人供风44m3/min,即Q掘＞4N(m3/min)

Q掘=4X12=48(m3/min)

每千克炸药供风425m3/min,即Q掘＞25A(m3/min)

Q掘=25X8.4=210(m3/min)

)

式中：N——掘进工作面最多人数；

A——一次爆破炸药最大用量8.4Kgo

由此确定工作面需风量为210m,'/min

③按风速进行验算掘进工作面需风量

煤巷掘进最低风量，Q岩＞15S掘(m7min)

岩煤掘进最高风量，QSJV240ssi(m'/min)

式中：S掘——掘进工作面的断面积8.1m)

风量210m3/min大于15XS掘=15X8.1=121.5(m3/min),

3

风量210n?/min小于240XS掘=240X8.1=1944(m/min)0

经验算风量210(m7min)符合规定。

3

根据上述计算验算确定掘进面需要风量为210m/min0

④掘进工作面局部通风机选型

m

Q吸尸Q岩/(1-P百)=210/(1-3%)吐244.5(mVmin)

式中：Q吸।—局部通风机需要吸风量，mVmin；

m-----独头通风百米长度指数，取5；

P百一柔性风筒百米漏风率，取3%。

根据上述计算结果，确定该掘进面选用HkW对旋局部通风机，巾0.6m风筒，局部通

风机实际吸风量为240mVmino

⑤按局部通风机实际吸风量计算掘进面全风压需要风量：

3

Q#i=Q扇+15S=240+15X5.1=316.5(m/min)

式中：Q扇------局部通风机实际吸风量240m'/min；

2

S——局部通风机安装地点巷道断面5.1mo

安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部

通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速煤巷不小于0.25m/s、以防止局部通风机吸

入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯集聚。

由此确定主运输大巷需要风量为316.5m7mino

三、局部通风机安装地点和通风系统

1、局部通风机安装地点

主回风大巷局部通风机应安设在主运输巷道40号导线点以南20m处，非人行道一侧的新

鲜风流中，距底板不低于500mm,且距回风口不小于10m,该处(局部通风机吸风口至掘进工

作面回风口)巷道的风速不得低于0.25m/s。

2^通风系统

主回风大巷：局部通风机一11022运输顺槽联络巷一主回风大巷一迎头一主回风大巷一

-副立井井底车场一地面。

附：局部通风机安装位置图见图

附：通风系统示意图见图

第二节压风系统

高压风来自地面压风机房，经主井一井底车场一主回风大巷一主回风大巷4寸铁管和1

寸胶管接至迎头，迎头风压最小为0.45MPa。

第三节防尘系统

防尘水源来自地面消防水池、副井筒、副井底车场、主回风大巷、主回风大巷迎头，

分别用3寸、1.5寸铁管和1寸胶管接至迎头，每100米设三通一个，迎头外设四道喷雾。

在迎头外6〜20m内安设爆破喷雾，耙斗绞车机上方设一道水幕实现扒装喷雾。距迎头50m

内设一道能封闭全断面的常开水幕。采用湿式打眼，装炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒

水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。

防尘系统：地面消防水池一副井筒-一副井底车场一主回风大巷一主回风大巷迎头

「一巷道内水幕

一卜一扒装洒水、爆破喷雾水管

卜一装水炮泥水针

I—*装水炮泥水针

1--冲刷岩帮水管

附：防尘系统示意图见图

第四节防灭火

巷道掘进，采用煤电钻或MYZT50型手持式气动钻机湿式打眼，锚网支护，爆破喷雾降

尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。控制风流、调节风流控制火

势蔓延。防火水源来自地面消防储水池，自副井口经井底车场、主回风大巷分别用3寸、1.5

寸铁管和1寸胶管接至迎头。

防灭火系统：地面消防储水池一副井口一井底车场--主回风大巷-一迎头

I-*巷道内水

一卜一扒装洒水、爆破喷雾水管

I—*装水炮泥水针

I—*装水炮泥水针

工一冲刷岩帮水管

第五节安全监测系统

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：

1、所有区队干部、工长、组长、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（甲烷报警点为建）必须进行处理。

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，在爆破地点每次爆破时

进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。

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，在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm,距巷帮不

得小于200mm。当报警时，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：

1、加强对工作面瓦斯的监测，我矿安装的KJ95N安全监测系统主站设在地面监测室，

监测系统必须由专人进行维护，确保系统的灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时，要

按规定安排撤人，并及时查明原因，进行处理。

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21.0%CH4,

断电浓度为21.5%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，距顶板不得大于300mm,距巷帮不得

小于200mmo

附：安全监测仪器仪表示意图见图

第六节供电系统

一、供电设计

1、地面变电所电源电压10KV,经变压器降为660V后送至井下配电点，经KBZ-200馈电开关,

再有KBZ-200馈电开关送掘进工作面。

2、掘进工作面设备有二部SGB-620/40T型刮板运输机40KW,一台YBT-42-2对旋风机2X

11KW,一台D12-25水泵30KW,JDT两部绞车11.4KW,一台ZMi2T煤电钻,1.2KW,一部靶斗

绞车机15KW,一部喷浆机WG-25,11KW,电力负荷173.6K%

3、设备均选用矿用隔爆型（KB）

4掘进工作面开关整定计算

掘进工作面防爆开关整定表表十

序号型号额定电压（V）额定电流（A）整定电流（A）用途

1QBZ12066012030局扇开关

2QBZ-12066012050刮板机开关

3QBZ-12066012035水泵开关

4QBZ-20066020020风电闭锁开关

5QBZ-806608020靶斗绞车机

6QBZ-806608015调度绞车

7QBZ-12066012050喷浆机

附：供电系统示意图见图十

第七节排水系统

根据《山西省洪洞县小山沟煤矿掘进地质说明书》的预计，各迎头最大涌水量5m7h,

正常涌水量2m7h,施工时，在巷道低洼处掘一水架，用风动泵排入临时水仓，用30KW水泵

配合3寸钢管经主回风巷排至井底车场水仓，然后排至地面。

排水系统：

迎头一临时水仓一-主回风大巷一井底水仓一地面。

附：排水系统示意图十一

第八节运输系统

一、排肝系统

主回风大巷迎头一主回风大巷一井底车场一副井

二、运煤系统

运煤由迎头一11022联络巷一主运输大巷皮带一主井煤仓一地面。

三、运料系统

副井一井底车场一主回风大巷一迎头

附：运输系统示意图见图六

第九节通迅系统

本工作面安设的电话，能够直接和主副井绞车房、井底车场、主回风大巷迎头。

第七章灾害预防及避灾路线

一、灾害预防

（一）防治瓦斯、煤尘的措施

1、严格执行瓦斯检查制度，掘进工作面需测定甲烷和二氧化碳的地点有：工作面风流、

工作面回风流及局扇附近10米范围内，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，间隔时

间3〜5小时，在距迎头50米范围设瓦斯记录牌，记录牌上填写工作面回风流中的检查结

果，其他记录瓦斯检查手册，并及时向有关人员汇报，爆破工要做到〃一炮三检〃并记录好,

班组长携带的甲烷报警仪垂直悬挂在迎头上，距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于

200mm。利用便携式甲烷报警仪每2小时检查一次沼气浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便

携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。

2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到现时，必须停止使用电钻；爆破地点附近20m以

内风流中的瓦斯浓度达到现时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必

须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦

斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，

体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，

切断电源进行处理。

3、加强局扇管理，运转正常，保证迎头风量充足，不准随便停风车，停风要撤出全部

作业人员至通风良好的安全处，并严格执行《煤矿安全规程》第129条、141条规定。

4、管好用