副斜井井底车场作业规程.doc

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1、1 目目 录录 第一章第一章 工程概况工程概况3 第一节 概 述.3 第二节 编写依据4 第二章第二章 地面相地面相对对位置及地位置及地质质情况情况.6 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况6 第二节 煤（岩）层赋存特征6 第三节 地质构造7 第四节 水文地质7 第五节 瓦斯、煤层自燃发火情况 .7 第六节 地温情况7 第三章第三章 巷道布置及支巷道布置及支护说护说明明8 第一节 巷道布置8 第二节 矿压观测8 第三节 支护设计8 第四节 支护工艺要求10 第四章第四章施工工施工工艺艺.14 第一节 施工方法14 第二节 凿岩方式15 第三节 爆破作业15 第四节 装载与运输18 第五节 管

2、线及轨道敷设18 第五章第五章 生生产产系系统统.20 第一节 通 风.20 2 第二节压 风 .23 第三节瓦斯防治.24 第四节综合防尘.24 第五节防灭火.25 第六节安全监测系统.26 第七节供电系统.28 第八节排水系统.29 第九节运输系统.29 第十节照明、 通迅和信号.31 第六章第六章 劳动组织劳动组织及主要技及主要技术经济术经济指指标标.32 第一节 劳动组织32 第二节 主要技术经济指标34 第七章第七章 安全技安全技术术措施措施.35 第一节 一通三防35 第二节 顶 板.38 第三节 爆破管理39 第四节 防治水43 第五节 机电管理43 第六节 运 输.46 第七节

3、 其 他.49 第八章第八章 灾害灾害预预防及避灾路防及避灾路线线.52 3 第一章第一章 工程概况工程概况 第一节第一节 概概 述述 一、巷道名称一、巷道名称、位置及相邻关系、位置及相邻关系 巷道名称为副斜井井底车场。 副斜井井底车场北面为清理撒煤巷，西南面与一采区轨道巷联接。 开口位置距清理撒煤巷中中 39.738m，施工方位为 7913。 二、巷道用途二、巷道用途、服务年限、服务年限 矿井材料、设备的运输及行人、通风等；服务年限与矿井服务年限 一致。 三、三、设计长度、工程量、坡度设计长度、工程量、坡度 副斜井井底车场设计长度 146m，施工坡度为 3。断面为直墙、半 圆拱巷道，支护形式

4、为锚网索喷。巷道掘进宽度 5300mm，掘进高度4150mm， 掘进断面18.98m2；净宽5000mm，净高4000mm，净断面17.31m2。喷厚 150mm，喷射砼强度为C20。水沟掘进尺寸为300300mm。 四、预计开工时间、竣工时间四、预计开工时间、竣工时间 预计 2010 年 11 月 14 日开工，预计 2012 年 1 月 10 日竣工。 4 五、巷道布置五、巷道布置 附：巷布置平面图。 一采区轨道巷 635.414 634.976 副斜井落底点 （8+9号煤层顶部） 副斜井井底人行车场 第二节第二节 编写依据编写依据 一、山西中远设计工程有限公司编制的太原南峪煤业有限责任公

5、司主 斜井井底 二、山西地宝能源有限公司于 2010 年 5 月提交的太原南峪煤业有限责 任公司兼并重组整合矿井地质报告 。 三、2010 年 7 月，煤炭科学研究总院重庆研究院提交的太原南峪煤业 有限责任公司兼并重组整合 120 万吨/年矿井二坑瓦斯涌出量预测报告 。 5 四、其他技术规范 副斜井井底车场施工依据及技术规范有： 1、 煤矿安全规程 2、 煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法 3、 锚喷支护工程质量监测规程 （JB50204-2001） 4、 矿山井巷工程施工及验收规范 （GBJ 213-90） 5、 煤矿井巷工程质量检验评定标准 （MT 5009-94） 第二章第二章

6、地面相对位置及地质情况地面相对位置及地质情况 第一节第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况 水平、采区一采区 地面标高 818.596 工程名称副斜井井底车场 地面相对位置建 筑物、小井及其 他 无 6 地面相对位置及邻近采区开采情况见表 第二节第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征 可采煤层赋存特征见表表可采煤层赋存特征见表表 地层煤层 煤层厚度 （m） 最小-最大 平均 夹石数 煤层间距 （m） 最小-最大 平均 可采性 稳定性 8 1.97-7.03 4.42 0-7 全区可采 稳定 9 0.96-3.20 2.01 0-2 0.00-10.29 0.

7、95 赋煤区可采 稳定 根据所揭露的 8、9 号煤层，顶板为砂质泥岩，厚4.5m 左右，属半坚 硬岩石；底板为泥岩，厚 6m 左右，属软弱岩石。 8、9 号煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石类别硬度厚度 m岩 性 老 顶泥质灰岩 4-610.13 深灰色，下部含泥质较多。 直接顶砂质泥岩 4-64.22 灰黑色，半坚硬 顶 板 伪 顶炭质泥岩 2-40.3 灰黑色，松软、易碎 直接底炭质泥岩 2-40.3 灰黑色，松软、易碎 底 板 老 底泥岩 4-65 灰黑色，属软弱岩石 附：8、9 号煤层顶底板柱状图。 第三节第三节 地质构造地质构造 煤（岩）层产状呈单斜构造；走向 NE，向 SE 倾斜的单

8、斜，倾角在 24之间。根据已施工的领近巷道及巷道所揭露的岩层，预计该巷 道前方无构造变化。 井下相对位置对 掘进巷道的影响 北面为清理撒煤巷，西南面与一采区轨道巷联接。对巷道施工 无影响。 邻近采掘情况对 掘进巷道的影响 无 7 第四节第四节 水文地质水文地质 依据该巷道所揭露的 8、9 号煤层，在已施工的一采区轨道巷顶板有 两处少量的淋水。淋水是通过顶板岩石中的裂隙导入，对巷道施工无影 响。由于井底车场刚开口，未发现巷道有淋水现象。平时要做好施工巷 道的水文观测及资料收集。 第五节第五节 瓦斯、煤层自燃发火情况瓦斯、煤层自燃发火情况 1、瓦斯 根据太原南峪煤业有限责任公司井下瓦斯抽采工程初步

9、设计提 供，该矿井为高瓦斯矿井，副斜井井底车场掘进工作面瓦斯涌出量可按 2.8m3/min 考虑。 2、煤层自燃发火 8 号煤层有爆炸危险性，9 号煤层无爆炸危险性； 8 号煤层为自燃煤层， 9 煤层属不易自燃煤层。 第六节第六节 地温情况地温情况 地温梯度均小于 3C/100m，属地温正常区。 第三章第三章 巷道布置及支护说明巷道布置及支护说明 第一节第一节 巷道布置巷道布置 本巷道掘进层位为 8、9 煤层及 8、9 煤层的底板岩层；水平标高为 8 +639.203m；断面为直墙、半圆拱巷道 ；工程量为146m，巷道正顶下2.65m为 正腰线；中线为正中心；方位角为 7913。 第二节第二节

10、 矿压观测矿压观测 本巷道暂无矿压观测资料。 第三节第三节 支护设计支护设计 一、巷道支护形式一、巷道支护形式 1、巷道断面 断面为直墙半圆拱；尺寸 53004150mm；断面积为 18.98m2。 2、巷道支护型式 本巷道采用为锚网索喷 支护。 二、支护方式二、支护方式 1、临时支护 临时支护采用2根3.5m长3寸钢管作前探梁，用专用前探梁卡扭连接 在 靠近工作面居中的2根永久支护顶锚杆上，间距为锚杆间距的 2倍，前后前探 梁卡子为锚杆排距的2倍，用木板进行临时护顶，用木楔将顶背紧。 临时支护的架设方法 : 掘进后，将两根前探梁前移至工作面，作业人员站在安全地点将护顶大 板横放在前探梁上，然

11、后用木楔将顶背实、背牢，再进行打锚杆等工作。 附：临时支护平、剖面图。 9 2、永久支护 锚杆：采用规格为202000mm螺纹钢锚杆。锚杆托盘为弧形高强度 托 盘，规格为15015010mm。锚杆锚固力不小于70KN，拧紧力矩不小于 150N.m。 锚索：为高强度低松弛钢绞线，15.248300mm。间排距为 20001600mm，锚索托盘规格为 30030016mm，锚索极限拉断力 300KN。 树脂锚固剂：每根锚杆采用两支规格为Z2360树脂锚固剂 进行锚固， 每 根锚索采用三支规格为Z2360树脂锚固剂 进行锚固。 金属网片：采用6mm金属网，网孔规格为 100100mm，网片规格为 9

12、002000mm，网片采用搭接方式，搭接距离为 100mm 网片之间用 16#铁 丝绑扎。 锚杆（索）布置方式：锚杆间排距为 800mm800mm，布置方式为三 花布置。锚索间排距为 20001600mm，布置方式为二、三交替布置。 10 附：巷道支护断面图。 202000mm左左左左左左左左左左 左左左左800800mm，三花布置 15.246300mm钢绞线锚索 间排距：20001600mm，二、三布置 11 第四节第四节 支护工艺要求支护工艺要求 一、锚杆、锚索及联合支护 1、锚杆：20mm2000mm 螺纹钢锚杆；间排距为 800800mm；锚 固力要求达到 70KN。 2、锚索：15

13、.24mm8300mm 低松弛钢绞线锚索; 间排距为 20001600mm；锚固力要求达到 150KN。 3、每根锚杆使用 2 支 Z2360 树脂锚固剂。 4、每根锚索使用 3 支 Z2360 树脂锚固剂。 二、锚杆、锚索的孔位、孔深和孔径应与锚杆、锚索类型、长度、直径 相匹配等要求 （一）锚杆 1、打设锚杆必须严格按照规程中规定，排间距误差为100mm。 2、锚杆与巷道轮廓线夹角不小于 75，锚索不小于 80。 3、锚杆必须拧紧螺母，螺纹外露长度为 1030mm，托盘紧贴岩壁。 4、锚杆锚固力必须达到 70KN 以上，不合格必须重新补打。 5、紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，预紧力不小于 1

14、50N.m 6、锚杆安装方法：按设计位置点好眼位，眼位误差不得超过 50mm，采用风动锚杆钻机打设顶部锚杆：严格按照设计角度施工。 （1）顶部采用锚杆机打眼。 A、打眼顺序：应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼，且一般以 巷道中间向两帮依次施工为宜，应打一眼注设一根锚杆，不得跳跃式打 12 眼。采用组合式钻杆（L=1000） ，28 mm 钻头打眼。钻孔时，锚杆机 升起，使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔。开 眼时应轻打，当钻进 300左右时方可逐步加速。钻孔够深后钻机要反 复升落 23 次，以防孔内碎渣堵孔卡钻。孔深要求为 195030mm，并 保证钻孔角度。钻头钻到预定孔深

15、后下缩锚杆机，同时清孔，清除岩粉 和泥浆。 B、利用锚杆杆体将树脂锚固剂（Z2360 型 2 支）轻推送入顶眼孔 底。锚杆体套上托板及球垫、尼龙垫后带上搅拌锚杆螺母，杆尾通过搅 拌器与钻机机头连接，升起并开动钻机，搅拌树脂锚固剂，搅拌过程连 续进行。搅拌时间控制在 20-30 秒，中途不得间断，使化学药剂充分与 孔壁和杆体胶结凝固成一体。 C、利用钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，然后用专用的 风动板手拧紧，预紧力矩不小于 150N.m。 （2）帮部锚杆及时紧跟迎头，两人一组，操作风动锚杆机按设计角 度及位置打设帮眼，眼深 195030mm 采用 28mm 钻头，帮部锚杆安装 用风动帮锚钻

16、机搅拌药卷，使用 2 支 Z2360 型号树脂锚固剂锚固，帮锚 杆用加长板手上紧，预紧力矩不小于 150N.m （二）锚索 锚索施工必须紧跟迎头打设。 两人利用风动钻机配 B22 中空六方接长钻杆和 28mm 双翼钻头 1 按设计位置钻孔，孔深控制在 6000mm。 利用锚索将三根 Z2360 树脂锚固剂轻推入孔底。 2 锚索下端用搅拌器与锚杆机相连，开机搅拌。先慢后快，待锚索 3 13 插至孔底后，全速搅拌 15-20s 后，停止搅拌，下缩锚杆机，卸下搅拌器。 张拉锚索：垫板、锚具、用张拉千斤顶张拉锚索到设计预紧力 150KN 之后卸下千斤顶。 三、钢筋网的铺设、连接要求 （1）钢筋网规格为

17、 9002000mm。 （2）安装锚杆后，开始铺挂钢筋网，钢筋网搭接距离为 100mm，网 与网链接绑扎必须牢固，压茬要好，保证钢筋网离开岩、煤壁为 30mm 左 右，以保证钢筋网完全处在混凝土喷层中。 （3）铺网时要将锚杆的拖盘凸面朝外上好，托盘要压在钢筋网上使 托板密贴岩、煤壁，用机械或力矩扳手将锚杆螺母上紧。 四、喷射材料 1、采用 HZ-V 型喷浆机进行喷浆，每次初喷厚度不小于 50mm，然后 进行复喷、复喷与初喷时间间隔不大于 2h、若大于 2h 再喷时必须用高 压水冲洗受喷面，永久支护、初喷长度距工作面30 米。 2、喷浆时，喷头与受喷面之间的距离要求保持在 0.61.2m 之间，

18、 且喷头垂直于受喷面，成螺旋式旋转，移动半径为 100200mm，按照先 墙后顶的顺序进行。 3、喷浆材料：水泥采用 PO 42.5 普通硅酸盐水泥，石子采用 510mm 粒径，沙子采用中、粗沙。混凝土配比为：水泥：沙子：石子 =1:2:2，水灰比为 0.45，速凝剂用量为水泥用量的 34%。 4、喷射混凝土料要严格按比例配料，在地面将砂石混合料用搅拌机 搅拌均匀，搅拌次数不少于 3 次，搅拌好的混合料再运送到工作面。 14 5、喷射混凝土料的潮度以手握成团、松手散开、扬起没有浮游粉尘 为宜。 6、喷射混凝土前，要认真按照中、腰线进行找线定轮廓，并挂线喷 射。保证喷射厚度、表面平整度、基础深度

19、。 7、喷射混凝土时，先初喷不小于 50mm 厚，待凝固后再复喷成巷。 无论是初喷还是复喷，喷射前都必须用压力水冲洗受喷岩面，冲净浮尘。 8、复喷时，喷射工作必须按顺序进行，做到先喷基础后喷墙，最后 喷顶部，同时还要遵守先凹后凸的原则。 9、巷顶有淋水地点，要先从外围向中间喷射，然后作导水管将涌水 集中导出，确保喷射质量。 10、喷射混凝土成巷道后要定期养护，每天用水冲洒养护，时间不 少于 28 天。 11、要保证喷射材料的质量，水泥使用正规厂家的产品，沙子和石 子不得含有杂物和泥土，过期和受潮变质的水泥及速凝剂严禁使用。 12、拌料前将砂、石用水冲洗，潮湿拌料。混合料当班用完，防止 失效。喷

20、射回弹率不超过 15%。 13、迎头喷浆前，必须将积水排出后再进行喷射。 14、有测量导线点地方必须进行预先保护，严禁喷浆覆盖 五、对喷射混凝土回弹率的规定：回弹率控制在 15%以内。 六、巷道涌水及施工用水的处理方式：使用潜水泵抽出。 七、备用材料满足三天使用，存放在指定地点并悬挂有材料牌板。 15 第四章第四章施工工艺施工工艺 第一节第一节 施工方法施工方法 本工作面施工方法为炮掘施工。打眼放炮掘进，耙斗装岩机、刮板 输送机装岩(煤) , 箕斗运输。 第二节第二节 凿岩方式凿岩方式 1凿岩方式为炮掘施工方式。 2设备配备如下：两台风动式凿岩机、一台顶部锚杆机、一台帮锚 杆机。 第三节第三节

21、 爆破作业爆破作业 一、掏槽方式一、掏槽方式 该巷道掏槽方式采用直线掏槽。 二、循环进度二、循环进度 两个班掘进，一个班喷浆。 三、炸药种类，雷管、发爆器型号，装药结构，起爆方式，炮眼利用率三、炸药种类，雷管、发爆器型号，装药结构，起爆方式，炮眼利用率 1、该巷道采用直线掏槽。采用掏槽辅助周边的爆破顺序，联线 方式为串并联。 2、使用煤矿许用乳化炸药（说明：安全等级不低于三级的煤矿许用 炸药） 、1-5 段毫秒电雷管,最后一段延期时间不超过 130ms，电雷管必须 16 编号。 3、装药结构采用正向装药结构。 4、炸药、雷管要用专用箱分放并上锁，并放置于顶板完好、无积水、 避开电器设备的安全地

22、点，爆破时必须放置在警戒线以外。 5、每次爆破待炮烟吹散后由瓦斯检查员检查瓦斯通风当瓦斯浓度小 于 1，方可进入爆破地点。进入爆破地点及时打开防尘水雾降尘，要 检查顶板、煤帮情况，有不安全因素应立即处理。若有拒爆、残爆，按 煤矿安全规程有关条例执行。 6、起爆使用 MFB-200 型发爆器。 7、爆破员必须经过培训，考试合格后方可上岗。 8、主管队长对井下爆破作业直接负责，并对爆破员的领料单进行检 查、签字，确定当班使用炸药和雷管的品种、数量。 9、操作程序：领取工具领取爆破材料运送爆破材料存放爆破 材料装配起爆药卷检查炮眼、瓦斯装药撤离人员、设警戒检 查瓦斯连线发出信号起爆爆破后检查瓦斯撤离

23、警戒收尾。 10、爆破时工作面所有机电设备必须切断电源，爆破地点 20m 范围 内瓦斯浓度达到 1%时严禁爆破。严禁明火爆破，裸露爆破和短母线爆破， 严禁反向爆破，做到谁装药谁爆破。 11、爆破前必须在通向爆破地点的各通道设置警戒、挂警示牌，设 岗距爆破地点距离直巷不得小于 120m，弯巷不得小于 100m。担任警戒人 员切实负责，只有爆破地点来人通知撤岗方准离岗。 12、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”爆破制度，坚持“自联 自放” ，谁装药谁爆破；工作面爆破前，爆破员、班长、瓦检员都应在现 17 场。 13、采用直眼掏槽,掏槽眼深度 2000mm，其他炮眼深度 1800mm，周 边眼布置在

24、轮廓线上，共计 68 个。爆破连线方式：串并联。 预期爆破效果表 序号名称单位数量备注 1 掘进断面 m218.98 2 岩石硬度24 3 炮眼利用率 %89 4 每循环进度 m1.6 5 每循环爆破岩石实体积 m330.37 6 每米巷道雷管消耗量个/m 48.13 7 每米巷道炸药消耗量 Kg/m22 8 每立方岩石雷管消耗量个/m3 2.54 9 每立方岩石炸药消耗量 Kg/m31.16 附：炮眼布置三视图、装药结构示意图。 18 1 19 9 3 4 3 32 2 5 4 45 51 2 6 62 2 2 22 2 2 27 7 1 10 0 6 6 5 50 0 7 70 07 77

25、 7 5 56 6 1 13 3 6 66 6 7 76 6 6 69 9 7 7 8 81 17 72 29 94 48 86 68 84 47 71 16 63 30 0 炮泥500mm 毫秒延期电雷管 二级煤矿许用乳化炸药 正向装药结构图 3 37 7 4 41 1 2 25 5 预期爆破效果表 炮 眼 角 度（）装 药 量 水平竖直炮 眼 名 称 炮 眼 编 号 眼 深 眼 距 mm 抵 抗 线 炮 泥 长 度 左右仰零俯 眼 数 个 孔 装 药 量 个 总 装 药 量 个 总装 重量 爆 破 顺 序 连 线 方 式 掏 槽 眼 1-52300300909000054204 掏 槽、

26、辅 助、 周 串 并 联 19 辅 助 眼 6- 47 1.8500300909000042312625.2 周 边 眼 48- 77 1.840050030077933-3301306 边 第四节第四节 装载与运输装载与运输 序号设备名称型 号 数 量 安 装 位 置 固 定 方 式 运 输 方 式 运 输 距 离 1 耙斗装岩机 1 距工作面 10 米 卡轨及用 锚索吊挂 机械 6-15m 2 调度绞车 JD-11.41 清理撒煤 巷绞车硐 室 用锚索固 定底脚 轨道 33m 3 刮板输送机 1 一采区轨 道巷 用锚杆固 定底脚 轨道 100m 4 主提升绞车 JD-110 1 地面距主

27、井口 80m 混凝土基 础 轨道 670m 第五节第五节 管线及轨道敷设管线及轨道敷设 管线及临时轨道、永久轨道、道岔质量要求见表。 管线及轨道敷设方式 序 号 名 称 规格型 号 单 位 数 量 吊挂方式 与工作 面间距 轨枕 间距 轨面 高低 差 轨道 接头 间隙 1 轨 道 24kg/m 根 15m0.6m5mm5mm 2 风 筒 1000mm 节每环必挂 6m 3 风 管4 英寸根平直吊挂 1520m 4 水 管1.5 英寸根平直吊挂 1520m 5 排水管3 英寸根平直吊挂 1520m 6 缆 线 20 第六节第六节 设备及工具配备设备及工具配备 所需设备、工具的名称、型号、数量等见

28、表。 序号设备、工具名称规格型号单位数量备 注 1 调度绞车 JD-11.4 台 1 日常维护 2 主提升绞车 JD-110 台 1 日常维护 3 水 泵潜水泵台 1 日常维护 4 耙斗装岩机台 1 日常维护 5 刮板输送机 T-40 部 1 日常维护 6 探水钻机 ZDY-650 台 1 日常维护 7 风 钻台 1 日常维护 8 锚 杆 机 ZM15D(A) 台 1 日常维护 9 高压开关 BGP40-6 台 3 日常维护 10 馈电开关 KBSG-200/10 台 3 日常维护 11 控制工作面开关 QBZ-80 台 5 日常维护 12 控制风机开关 QBZ-120 台 2 日常维护 11

29、 综 保 ZBZ-4.4 台 1 日常维护 12 局 扇 FBK-N08/45 台 2 日常维护 13 打 点 器 BAX-5/127台1 日常维护 第五章第五章 生产系统生产系统 第一节第一节 通通 风风 一、一、 通风方式通风方式 采用局扇压入式通风。 二、风量计算二、风量计算 按煤矿安全规程规定，独立通风的掘进工作面实际需要的风量 21 应按瓦斯或二氧碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等 规定分别进行计算，并选取其最大值。 1、按掘进工作面同时工作的最多人数计算： Q1=4N(m3/min ) 式中：Q1工作面所需风量 N-工作面同时工作的最多人数，取 25 人 煤矿安全规程

30、中规定，井下每人每分钟的供风量不得小于 4m3。 代入上式得： Q1=425=100（m3/min） 2、按瓦斯涌出量计算： Q2=100qk (m3/min ) 式中: q-掘进工作面沼气绝对涌出量，单位:m3/min， k-瓦斯涌出不均衡系数，取 k=1.6。 根据提供资料本矿为高瓦斯矿井，本工作面在过煤层时暂按 2.8 m3/min 的瓦斯涌出量计算，代入上式得： Q2=100 qk =1002.81.6 =448（m3/min） 3、按炸药量消耗计算： Q3=25A（m3/min） 式中：Q3-吹散炮烟所需风量 m3/min 25-每千克炸药爆炸不低于 25m3 的配风量 A-每次爆破

31、所用的炸药用量， （由于该巷道是煤巷，瓦斯含量 22 高，采用分段爆破） ，按爆破图表取最大一段（辅助眼）炸药爆破量 16.4kg Q3=25A=2516.4=410（m3/min） 4、井筒掘进工作面所需风量 Q 由下式确定: Q4=max Q1，Q2，Q3 =max100,448,410 =448(m3/min) 5、局部通风机吸风量选择 局部通风机吸风量的确定； Qx=Qjm =4481=448（m3/min） 式中：Qx局部通风机吸风量, m3/min Qj掘进工作面需要风量, 同 4）的风量，Q=448m3/min m掘进工作面同时通风的通风机台数，取一台运转 根据计算得到的局部通风

32、机吸风量 448m3/min，选用 FBD No8（245kw）型对旋风机、额定供风量为 500800m/min，能满足需 要。 6、风速验算 （1）按最低风速验算； 岩巷工作面需要的最低风量为: Q9S（m3/min） 式中:9岩巷掘进工作面最低风速的换算系数 S掘进断面积，S=18.98 23 带入计算得： Q=918.98 =170.82（m3/min） （2）按最高风速验算； 岩巷掘进工作面最高风量； Q240S（m3/min） 式中：240岩巷掘进工作面最高风速的换算系数 S掘进断面积，S=18.98 带入计算得； Q =24018.98=4555.2（m3/min） 掘进工作面风量

33、 448m3/min 满足上述 2 个条件,选用 FBD No8 型 （245kw）防爆对旋风机符合要求。 附：通风系统示意图 24 第二节第二节压压 风风 一、风源、压风方式、管径、风压等。一、风源、压风方式、管径、风压等。 风源距主井口20米（空气压缩机） 压风方式为：单螺杆 管径为4英寸的钢管 风压为不小于8MPa 二、移动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、安装位置和敷设路二、移动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、安装位置和敷设路 线等。线等。 25 无移动压风设备 第三节第三节瓦斯防治瓦斯防治 1、工作面设置甲烷传感器及甲烷断电仪。 2、队长、班组长、爆破工都必须携带甲烷报警仪

34、，对所经过的路线 和地点随时进行瓦斯监测。严格执行“一炮三检”制度。 3、严禁无计划停风，严格执行“停风撤人”制度。 第四节第四节综合防尘综合防尘 巷道内每隔50m安装一个分流节水阀，以便巷道冲尘；各转载点必须要 有喷雾装置；工作面人员必须戴防尘口罩。 附图：防尘系统示意图。 26 第五节第五节 防灭火防灭火 1、 由地面向主斜井井筒内的供水管路供水，再由供水管路供水给 工作面及防尘、灭火使用。管路每间隔 50m 留出一个阀门。 2、巷道掘进，采用风动钻具打眼，防火的重点是防设备、缆线和人 为火灾。 3、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。 4、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其

35、它引发火灾，可利用身边物件， 水管直接灭火。 27 5、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。 6、各移变及机头处必须配备 2 个 8kg 干粉灭火器，一个消防箱，并 装有不少于 0.2m3的消防砂，消防锹 4 把。 7、井下所用胶质风筒必须具有抗静电、阻燃性质。 8、各类油质严禁井下存放，各减速箱漏油必须及时处理，地下油迹 必须及时清理干净。 9、其它严格执行煤矿安全规程第244条：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 调度室，调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防应急预案通 知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作，并立即向调度室汇报，

36、并组织人员佩戴好自救器，沿避灾路线退出。 第六节第六节 安全监测系统安全监测系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：一、便携式甲烷报警仪的配备和使用： 1、矿各科室管理人员、区队长、技术员、班组长、爆破工和流动 电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进 行瓦斯监测。 2、放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好纪录；当班 的班组长应把常开的报警仪悬挂在掘进工作面距迎头5m范围内非风筒一 侧，距顶帮200mm左右，当瓦斯浓度1.0%时，应立即处理并停止其他工作； 流动电钳工在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时 不得通电，应进行处理。 28 二、甲烷传

37、感器及甲烷断电仪的配备和使用：二、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的位置，其报警 浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.2%CH4，复电浓度为0.8%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200mm。 附：安全监测、监控示意图 29 第七节第七节 供电系统供电系统 该巷道工作面掘进施工中，电源来自地面临时变电所，供电方式为 集中供电，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每一米一个， 电缆的垂度不大于 50mm。必须采用风电闭锁、检漏继

38、电器等设备保护装 置。风机配备有专用开关专用电源。 附：供电系统图 KBD 400 JD KBD 400 JD QBZ 80 JD JD QBZ 80 JD QBZ 80 QBZ 80 JD QBZ 80 JD ZBZ 4.4 JD 信号、照明 4KVA 耙斗装岩机 30KW 小绞车 11.4KW 喷浆机 5.5KW 水泵 18KW 刮板输送机 40KW QBZ 120 JD 备用风机 45KW 控风机 45KW 瓦斯传感器 瓦斯电闭锁线 高压开关 BGP40-6 JD KBSG-500/10 二次侧660V 监控分站 JD KBSG-200/10 断电仪 QBZ 120 JD JD KBSG

39、-200/10 KBD 400 JD 主提升绞车 110KW JD 400A绞车 控制柜 二次侧660V二次侧380V 30 第八节第八节 排水系统排水系统 工作面采用 QW15-50-22 型矿用潜水泵排水到距工作面最近的转水站或 集水箱中。在转水站或集水箱处安装主排水泵排水至地面。排水管路选用 108mm 钢管一趟铺设在井筒内。转水站或集水箱处安设一台 DM46-506 型水泵（排水能力 46m3/h，扬程 300m，功率 75KW） ，或使用 4DA-8*9 型排水 泵。 第九节第九节 运输系统运输系统 一、一、 运矸系统运矸系统 开口5m排矸系统：工作面一采区轨道（耙斗装岩机）清理撒煤

40、 巷主斜井绞车提升地面 正常掘进：工作面井底车场（耙斗装岩机）一采区轨道巷（刮 板输送机）清理撒煤巷主斜井绞车提升地面 开口 5m 出矸方式：巷道在开口过程中无法安设刮板输送机，出矸方 式按照原一采区轨道巷进行，利用耙斗装岩机出矸。 正常掘进出矸方式：作面施工 5m 之后在一采区轨道巷设刮板输送机， 机头安设在清理撒煤巷开口处，机头要高出底板 1.5m 以上，箕斗好方便 接煤岩。工作面布置耙斗装岩机，耙斗装岩机转载点与一采区轨道巷刮 板输送机机尾位置一直。耙斗装岩机将工作面的煤岩运至刮板输送机上， 再经一采区轨道巷刮板输送机运送到箕斗，绞车将箕斗提升至地面。 刮板输送机机头、机尾都要打设地锚，

41、固定好机头、机尾段。机头 两侧各施工 2 根地锚固定，每掘进 3m 刮板输送机每向前加一块刮板，在 31 安设好的机尾两侧按规定打设地锚。地锚打设深度为 1.5m，留有 500mm 以便安装挡煤板。锚杆采用 182000mm 螺纹钢锚杆；锚固剂采用 1 支 Z2360 树脂锚固剂。 二、二、 运料系统运料系统 地面主斜井清理撒煤巷一采区轨道巷工作面 附：运输线路示意图。 32 第十节第十节 照明、照明、 通迅和信号通迅和信号 一一、照照明明设设施施位位置置 工作面照明采用 1 盏防爆投光灯，自制灯架，将灯固定在灯架上,防 止工作时碰坏和方便移动。灯光调整的角度一定要使光线充分投向工作 面,现场

42、调整时要视情况而定,工作面上下左右都要有充足的光线。 二二、通通讯讯设设备备电电话话位位置置 在清理撒煤巷绞车硐室内安设防爆电话设，便于井上井下联系。 三三、通通讯讯设设备备电电话话位位置置 各转载点要配备有声光信号和打点器。 33 第六章第六章 劳动组织及主要技术经济指标劳动组织及主要技术经济指标 第一节第一节 劳动组织劳动组织 一、作业方式一、作业方式 三八制（一天三班，每班八小时） 劳动组织图表 班 次 序号工种名称 一班二班三班小计 备注 1 1 跟班干部 1113 2 2 班长 1113 3 3 打眼工 3339 4 4 放炮员 1113 5 5 刮板输送机司机 1113 6 6 喷

43、浆工 1113 7 7 照灯工 1113 8 8 上料工 2428 9 9 喷浆机司机 1113 1010 井上信号工 1113 1111 井下信号工 1113 1212 井下把钩工 1113 1313 维护工 1113 1414 推车工 3339 合计 19211959 三、循环作业图表见（附图）三、循环作业图表见（附图） 34 35 第二节第二节 主要技术经济指标主要技术经济指标 主要技术经济指标见表。 序号项 目单位指 标备 注 1 工作面长度 146 平距 2 巷道毛断面 19.78 3 在册人数人 59 4 出勤人数人 57 5 出勤率 97 全天出勤率 6 循环进度 1.6 7 日

44、进度 3.2 两班生产，一班喷浆 8 月进度 80 每月按25天计算 9 全员工效m/工 0.15 10 掘进工效m/工 0.054 11 钢筋网、铁丝网定额/ 18.98 12 锚杆消耗套/ 16 13 锚索消耗套/ 1.6 14 树脂锚固剂消耗支/ 41 15 油脂消耗kg/ 1.2 16 炸药消耗量kg/ 20.63 17 雷管消耗量发/ 42.5 18 坑木消耗量m3/ 36 第七章第七章 安全技术措施安全技术措施 第一节第一节 一通三防一通三防 一、通风管理一、通风管理 1、加强一通三防管理，加强瓦检力度。 2、使用风电闭锁装置和瓦斯电闭锁装置。 3、风机要指定专人负责，并保证正常运

45、转，风筒吊挂平直，逢环必 挂，发现漏风及时修补。保护好通风设施，保证通风系统正常，满足需 要。风量符合安全规程最低风速要求,即岩巷为 0.15m/s；风筒距工作面 不大于 5m，防止炮后炮烟积聚熏人。 4、每班必须设专人检查瓦斯，严格瓦斯检查制度。工作面及其它作 业地点风流中瓦斯浓度1%时，必须立即停止打眼，爆破地点附近 20m 范围内风流中瓦斯浓度达到 0.8%时，严禁装药爆破。 5、工作面及其它作业地点风流中，电机或开关地点附近 20m 以内， 风流中瓦斯浓度达到 1.2%时，必须停止作业，切断电源，撤人采取措施 处理。 6、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。 7、严格执行一炮三检和三人连

46、锁放炮制度。 8、加强瓦斯检查管理，坚持停电、瓦斯超限撤人制度。检查瓦斯每 班至少 3 次，如发现瓦斯涌出异常，专人连续检查瓦斯，检查结果填在 记录牌上并向调度室汇报，将工作人员撤至安全地点。 9、当瓦斯浓度超过 0.8时严禁放炮，瓦斯浓度超过 1.2%时应立即 37 撤出人员，采取措施处理。 10、瓦斯探头距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，工作面探 头必须吊挂在距工作35m范围内的顶板上，探头布置在没有风筒的一帮， 并对探头进行保护。 二、预防火灾措施二、预防火灾措施 1、工作面不准存放易燃物如油类、坑木、棉纱，严禁携带火种入井 作业，严禁烧焊作业防止电火、炮火和摩擦起火。 2

47、、加强供电管理，井下机电设备严禁有失爆现象,严格执行停送电 管理制度。严禁带电检修和搬迁电器设备，避免撞击及摩擦火花。杜绝 明火作业。耙斗装岩机前只能用风泵排水,严禁使用电泵排水；采用防爆 电气设备，有过流、接地，检漏保护装置。 3、严禁穿化纤衣服下井、入井人员必须佩戴自救器； 4、万一工作面发生瓦斯、火灾事故，要听从跟班干部及班长指挥， 佩戴好自救器，按避灾路线，迅速撤退，并及时向调度室汇报； 三、防瓦斯、炮烟熏人安全技术措施三、防瓦斯、炮烟熏人安全技术措施 1、为防止炮烟熏人，放炮后待 30min，作业人员方可进入工作面进 行作业。 2、在工作人员进入工作面之前，瓦斯检查员和当班班长必须先

48、检查 瓦斯情况，确保瓦斯不超限后作业人员方可进入工作面。 3、瓦斯检查员和当班班长在进入工作面过程中，瓦斯检查员必须走 在前面，当班班长走在后面，距离确保在 3m 左右，且边走必边检查瓦斯 情况，如发现瓦斯浓度超限或炮烟未排尽，瓦斯检查员和当班班长必须 38 立即撤出，进行处理。 4、每次放炮前，矸石必须出尽，已防炮后矸石堆积过多，有效通风 断面缩小，影响通风效果，造成有害气体积聚。 5、迎头工作面第一节风筒为短节风筒，长度 5m。风筒必须做到： 悬挂风筒钢筋必须拉紧，并保证成一线。所有风筒必须做到逢环必挂， 风筒吊挂平直、风筒接头规范、风筒无漏风破口脱节现象、严禁风筒异 径相接。 6、每次放炮前将迎头短节风筒连接处断开，但必须保证短节断开处 出风口距迎头不大于 10m。将风筒断开主要为防止放炮时被矸石掩埋或 风筒被炸坏掉头。 7、每次瓦斯检查员和当班班长进入工作前必须先将揭开的短接风筒 接上，保证迎头正常通风。 四、综合防尘措施四、综合防尘措施 1、掘进工作面必须搞好综合防尘,坚