天府矿业三汇二矿+460mS1边界石门及回风上山掘进规程

重庆天府矿业有限责任公司

+460D1S1边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘

进作业规程

编号：掘1-2017-6

矿别：三汇二矿

工作面名称：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山

施工单位：掘进三队

2017年4月6日

会签栏

已按年月日会审后要求修改

意见签字栏日期

总工程师：年月日

安全矿长：年月日

生产矿长：年月日

副矿长：年月日

机电矿长：年月日

采掘副总：年月日

生产技术科：年月日

安全科：年月日

通风科：年月日

机运科：年月日

地测科：年月日

调度室：年月日

施工队：年月日

校核：年月日

编制：年月日

会审纪要

+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进作业规程

会审地点

会审日期

参加人员签字：

会审意见：

总工程师

目录

1概况...........................................................8

1.1工程概况...................................................8

1.2编制依据...................................................8

2地质依据.......................................................9

2.1地质构造.....................................................9

2.2水文地质....................................................9

3巷道布置及支护设计.............................................9

3.1巷道布置...................................................9

3.2管线及轨道敷设.............................................11

3.3巷道支护..................................................12

4施工工艺.......................................................14

4.1施工方法..................................................14

4.2爆破工艺...................................................14

5.1通风系统..................................................22

5.2压风系统..................................................25

5.3瓦斯防治..................................................25

5.4防尘系统..................................................25

5.5防灭火系统................................................26

5.6安全监控系统..............................................26

5.7供电系统..................................................28

5.8排水系统..................................................29

5.9运输系统..................................................30

5.10通信系统..................................................30

6劳动组织与主要技术经济指标....................................30

6.1劳动组织..................................................30

6.2循环作业方式..............................................31

6.3主要技术经济指标..........................................34

7主要安全技术措施..............................................35

7.1施工准备..................................................35

7.2一通三防..................................................37

7.3顶板管理..................................................43

7.4爆破管理..................................................45

7.5防治水管理................................................50

7.6钎探管理....................................................50

7.7机电管理....................................................51

7.8运输管理...................................................60

7.9煤仓施工安全技术措施......................................67

7.9.3煤仓下口浇灌施工技术措施.................................69

7.10职业病防治措施...........................................70

7.11变化管理措施...............................................72

8安全质量标准化................................................72

8.1安全质量标准化组织保障措施.................................72

8.2质量标准化管理.............................................73

9灾害应急措施及避灾路线........................................78

9.1灾害应急措施..............................................78

9.2避灾路线..................................................79

附图1:+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图....80

附图2：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山断面图.......83

附图3：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间炮眼布置

图及爆破说明书................................................87

附图4：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间放炮、撤

人、站岗示意图................................................93

附图5：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山供电系统及安全监

控断电控制图（风电、瓦斯电闭锁）及供风、供水示意图.............94

附图6：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间通风、监

测及防尘系统示意图............................................95

附图7：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间避灾路线

示意图........................................................96

附图8：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间探眼布置

平、俯、剖面图................................................97

附图9：开工确认图牌板.........................................98

附图10：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间人员监测

系统示意图...................................................100

附图11:+460mSl边界石门转弯大样图...........................101

1概况

1.1工程概况

1.1.1巷道名称

本《作业规程》掘进的巷道为+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回

风上山。

1.1.2巷道用途

主要作采区运输、行人、回风之用。

1.1.3巷道设计长度

+460mSl边界石门及回风上山设计总长为268m（其中+460mSl边界石门设

计长度106.689m、运煤斜巷设计长度20m、煤仓设计长度8m、回风上山设计

长度133.591m）o

1.1.4服务年限

+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山服务年限为8年。

1.1.5预计开工时间

+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山预计在2017年4月份开

工掘进。

1.2编制依据

1.2.1《煤矿作业规程技术手册》[2015年版]

1.2.2法律法规

1.2.3《矿山安全法》[1992.11.7通过]

1.2.4《煤矿安全规程》[2016年版]

1.2.5《中华人民共和国安全生产法》[2014.8.31通过]

1.2.6行业管理标准

1.2.6.1关于印发《重庆市煤矿安全质量标准化基本要求及评分方法实施

细则》的通知渝煤监办[2014]199号

1.2.6.2《天府矿业公司顶板管理规定》[2017年版]

1.2.6.3《掘进队岗位责任、操作规程》[2017年版]

1.2.6.4《三汇二矿劳动、材料消耗定额》[2017年]

1.2.6.5上级有关技术政策、法规及安全制度

2地质依据

2.1地质构造

该巷掘进长度较短，预计不会遇到大、中型地质构造，对掘进无大的影响。

2.2水文地质

在掘进过程中必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘”的原则，采用

超前钎探方式进行探放水，加强疏排水工作。

3巷道布置及支护设计

3.1巷道布置

3.1.1+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置

3.1.1.1+460m南一边界石门：从+460m水平南运输内P5控制点向南

76.239m处A点东帮开口，以172°22'33〃方位角，+3%。的坡度掘19.516m

至控制点Al点;从A1点以217。22'33〃方位角，+3%。的坡度掘56.213m至

控制点B处，再从B点以15m的弯道半径向东掘进至C点转正，在从C点以

127。22'33〃方位角，+3%。的坡度向前掘进石门（待石门磕头探掘至铝土停

头）。施工队施工至A1前方6.5m后以机电碉室断面施工50m的车场。

3.1.1.2运煤斜巷及煤仓：从+460m南一边界石门内C点以北8m处D点,

以307°22'33〃方位角，22°的上行坡度掘进22m至E点。待回风上山开口

向上掘进20左右返回施工边界煤仓，施工队对E点后方4.7m底板落平以形成

皮带机头机座，对E点前后3m巷道北帮扩刷1m宽以形成行人栈道后，煤仓从

E点垂直向下，以2.2直径施工4m,剩余段采取从+460水平南运输棚顶对应

煤仓位置垂直向上施工2m左右贯通）。

3.1.1.3回风上山：从E点以307°22'33〃方位角，28.5。的上行坡度

掘进123.211m至F点落平，从F点23°54'47”方位角，0%。水平坡度掘进

10.375m至G点与+525m〜+585m南一边界回风上山贯通；+460mSl边界回风上

山每隔30nl施工一躲身碉室，躲身碉室位于回风上山北帮。

附图1：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图。

附图11：+460mSl边界石门转弯大样图。

3.1.2断面设计

+460mSl边界石门设计为三心拱裸支断面，巷道全宽3.6m,巷中净高

2.6m,全高2.92m,掘进断面9.7311?,净断面8.46m2,水沟浇灌后净宽0.35m,

深度为腰线下L62m,单侧浇灌水沟厚度0.1m。

+460mSl边界石门机电碉室设计为三心拱裸支断面，巷道全宽4.5m,全

高2.92m,净高2.6m,掘进断面积为11.87痛，水沟浇灌后净宽0.35m,深度

为腰线下1.62m,单侧浇灌水沟厚度0.1m。

+460mSl边界石门煤仓斜巷设计为三心拱裸支断面，巷道全宽3.6m,全

高2.92m,净高2.6m,掘进断面积为9.6m*

+460mSl边界回风上山设计为半圆拱断面，巷道全宽3.0m,全高2.4m,

巷道掘进断面积为S掘=6.234m2。

+460mSl边界回风上山躲身碉室断面设计为半圆拱裸支断面，全宽2.4m,

全高2m,深2.0m；巷道掘进段面积为S掘=4.I81A

+460mSl边界采区煤仓设计为圆形，直径2.2m,掘进断面3.81^。

附图2：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山施工断面图。

3.2管线及轨道敷设

3.2.1管线布置详见

3.2.1管线布置

3.2.1.1施工风水管布置：

施工所用的风管、水管管径为DN50mm；风水管吊挂孔施工在巷道东帮和

北帮（水沟边）腰线处，吊挂孔孔深500mm,O42mm,间距5m,风管与水管一

并放置在吊挂眼孔上方，风水管接口严密，不得出现漏水、漏风现象，巷道转

弯处的风水管必须接弯头，严禁硬弯。

3.2.1.2穿层瓦斯抽放管布置：

瓦斯管吊挂孔施工在巷道东帮（水沟边）腰线处（与风水管共用吊挂眼孔）,

吊挂在风水管下方。

3.2.1.3电缆挂钩：监测和动力电缆用电缆挂钩进行吊挂，监测和动力电

缆垂度不小于50mm,电缆吊挂孔施工在巷道西帮和南帮（干帮边）腰线以上

480mm处，吊挂孔孔深200mm,042mm,间距1.5m,电缆及监测线吊挂在电缆

挂钩上，电缆吊挂孔允许滞后磕头最大距离30m。

3.2.1.4放炮母线布置：使用麻绳进行吊挂，吊挂在电缆挂钩下方，必须

与电缆线保证0.3m以上的距离。

3.2.2轨道

3.2.2.1掘进时铺设18kg/m的轨道，轨距600mm,水泥道枕规格（长X宽

X厚）为1200X120X120mm,铺设的轨道必须符合“质量标准验收标准”中

的规定，轨距误差-5mm〜+10mm；轨道间隙不超过10mm；内外错不大于2mm,

高低差不大于5mm。轨道构件齐全、紧固有效，轨道距工作面不得大于10mo

巷道内的存车道的轨型必须同正轨轨型一致，枕木间距不得大于lmo

3.2.2.2该巷转弯处钉道时，必须使用好弯道器，保证轨道转弯处圆滑，

严禁硬弯。道床道渣采用本巷道茅口碎阡，碎阡不得超过轨枕上平面。

3.3巷道支护

3.3.1永久支护：石门、运煤斜巷、煤仓回风上山设计为裸巷支护；若掘

进过程中巷道局部围岩破碎由相关部门查看现场后，改为锚杆+金属锚网+钢筋

梯作为永久支护；若掘进过程中巷道围岩破碎则立即停止作业，另编制针对性

支护措施。

3.3.2临时支护：

3.3.2.1锚支：施工锚杆前，必须在锚杆施工地点采用1-2根与巷高相适

宜的内注式单体支柱戴帽（木枕木戴帽规格：120mm*120mm*1200mm）点柱作为

临时支护，严禁空顶作业，内注式单体支柱必须栓好防倒绳防倒，内柱式单体

支柱应支设在硬底上，若确实无法支设在硬底上的，则必须支设在大底座上，

严禁支设在浮歼上。

3.3.3支护工艺

3.3.3.1锚杆支护参数及技术要求

锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行

（一）锚杆长度的确定

L=L1+L2+L3

式中L---锚杆长度，m；

Li---锚杆外露长度，m；

L2---锚杆有效长度，m；

L3——锚杆锚固长度，mo

（二）锚杆外露长度L的确定

L产垫板厚度+螺母厚度+（0.02〜0.03）m,一般L=0.04m。

（三）锚杆有效长度L2的确定

巷道顶锚杆有效长度L2的确定：采用解释法中普式自然平衡拱理论确定

1>2。

f23时,L2=l.8B/f

式中f——普氏系数，取4.5；

B——巷道跨度，取3.6m；

L2=l.8B/f=l.44m

（四）锚杆锚固长度L3的确定

L3=0.2-0.3m,取0.3mo

因此，L=Li+L2+L3=0.04+1.44+0.3=1.78,结合矿井实际，取L=L8m°

（五）锚杆间排距的确定

对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排距

D按下式计算：

DWO.6L=0.6*1.8=1.08m根据矿井经验及现场情况，取1m

（六）锚杆直径的确定

锚杆直径d可按下式计算：

d=L/110=1800/110=16.3mm,锚杆直径取18mm>16.3mm

（七）锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：

2

Q=10KL2Dr

式中Q——锚杆锚固力，t；

K——锚杆安全系数，取2-3；

L2---锚杆有效长度，m

r---视密度，t/m：io

2

Q=10KL2Dr=10*3*l.44*1*1,45=62.64KN,采用直径18mm的等强螺纹钢锚

杆通过树脂药卷锚固，锚固力约70KN>Q=62.64KN,符合要求。锚杆锚固采用

树脂药卷。

4施工工艺

4.1施工方法

4.1.1掘进方式：

钻爆法破岩掘进。

4.1.2工艺流程

4.1.2.1安全检查、确认及准备一一打眼一一装药一一撤人、站岗、警戒

一一爆破一一安全检查(隐患处理)一一退奸、查炮一一耙歼、运输一一质量

检查。

4.2爆破工艺

4.2.1钻眼方式

4.2.1.1钻眼机具

(1)凿岩机：每班二台YT-29型气腿式风钻钻眼，一台备用，共3台。

(2)钎子：2m、1.8m、1.5m的六角中空心钢钎。

(3)钻头：“一”字形38mm钻头。

4.2.1炮眼布置方式

4.2.1.l+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山施工期间炮眼掏

槽方式为水平楔式掏槽，每个炮眼封泥长度不得小于0.5m,每眼只能装一发

毫秒延期电雷管，炮眼布置参数及每眼装药量详见炮眼布置图和爆破说明书。

4.2.2爆破器材

爆破器材选用及其使用要求见表1

表1爆破器材选用及其使用要求

序号名称类别使用技术

1炸药三级煤矿许用乳存放在专用木质炸药箱内，防止挤压变

化炸药形，按规定药量装药

2雷管煤矿许用1-4段专用木质雷管盒存放，避免接触金属导

毫秒延期电雷管电体，避免碰撞挤压

3封孔材料黄泥、水泡泥当眼深在0.6Tm时，每孔封泥长度不

小于炮眼深度的1/2,当炮眼深度大于

1m时，每眼封泥长度不小于0.5m

4爆破母线铜芯线放炮后，必须立即将钥匙从放炮器中拔

出，摘掉母线并扭接成短路以及将拉炮

点处的放炮线头入箱加锁管理。与电缆

吊挂在同一帮时，要保持300mm以上的

距离

5发爆器MFB-200型电容发爆器钥匙由爆破工随身携带，不得交

式发爆器由他人保管和使用

4.2.3炮眼布置图

见附图3：炮眼布置图及爆破说明书。

4.2.4爆破说明书

见附图3：炮眼布置图及爆破说明书。

4.2.5装药结构：全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药结构由里向

外：炸药一起爆炸药一黄泥一水炮泥一黄泥，装药时必须小心地将药卷用炮棍

送到眼底，严禁装错雷管段号，严禁弄断雷管脚线。

4.2.6起爆方式爆破网络采用大串联全断面一次起爆。

4.2.7爆破参数的确定：

4.2.7.1+460mSl边界石门爆破参数的确定：

(1)炮眼深度为1.6m,预计炮眼利用率11=0.88,每循环进尺1.4m,

+460mSl边界石门掘进断面为9.73m2o

(2)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qsln

Q=2.78X9.73X1.6X0.88^38.1(kg)

式中：

q一单位炸药消耗量，取2.78kg/位(岩)

s一巷道掘进断面积，9.73m2

1一炮眼深度，取1.6田；

11一炮眼利用率,取0.88。

(3)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目：

N=qXsXmXT]/(xXp)

式中：

N一炮眼数目，单位(个)；

m—每个药卷长度，取0.31m；

x一炮眼装药系数，一般取0.4〜0.7,取0.55；

p—每个药卷重量，取0.3kg。

N=2.78X9.73X0.31X0.884-(0.55X0.3)-45(发)

综上：+460mSl边界石门掘进期间炮眼数量布置为45发。

4.2.7.2+460mSl边界石门设备桐室段爆破参数的确定：

(1)炮眼深度为1.6m,预计炮眼利用率n=0.88,每循环进尺L4m,掘

2

进断面积为11.87mo

(2)+460mSl边界石门机电碉室段炮眼数目和装药量的确定：

(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qsln

式中：

q一单位炸药消耗量,取2.57kg/m3(岩);

s一巷道掘进断面积，11.87m2；

1一炮眼深度，m,取1.6m；

n一炮眼利用率，取0.88。

Q=2.57X11.87X1.6X0.88^42.9(kg)

(2)根据下列公式可算出每循环所需炮眼数目：

N=qXsXmXn/(xXp)

式中：

N一炮眼数目，个；

m—每个药卷长度，取0.31m；

x一炮眼装药系数，一般取0.4〜0.7,取0.5；

p—每个药卷重量，取0.3kgo

确定每循环进尺所需炮眼数量为：

N=2.57X11.17X0.31X0.884-(0.5X0.3)^55个

因此+460mSl边界石门机电碉室炮眼数量为55个。

4.2.7.3+460mSl边界运煤斜巷爆破参数的确定：

(1)炮眼深度为1.6m,预计炮眼利用率n=0.88,每循环进尺1.4m,

+460mSl边界运煤斜巷掘进断面为9.6m2o

(2)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qsln

Q=2.78X9.6X1.6X0.88^37.5(kg)

式中：

q一单位炸药消耗量,取2.78kg/n?(岩)

s一巷道掘进断面积，9.6m2

1一炮眼深度，＜1.6m；

n一炮眼利用率，取0.88。

(3)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目：

N=qXsXmXn/(xXp)

式中：

N一炮眼数目，单位(个)；

m—每个药卷长度，取0.31m；

x一炮眼装药系数，一般取0.4〜0.7,取0.55；

p—每个药卷重量，取0.3kg。

N=2.78X9.6X0.31X0.884-(0.55X0.3)^44(发)

综上：+460mSl边界运煤斜巷掘进期间炮眼数量布置为44发。

4.2.7.4+460mSl边界回风上山爆破参数的确定：

炮眼深度为1.5m,预计炮眼利用率n=0.87,每循环进尺1.3m,+460mSl

边界回风上山掘进断面为6.2m2。

(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qslH

Q=2.82X6.2X1.5X0.87^22.8(kg)

式中：

q一单位炸药消耗量，取2.82kg/m3(岩)

s一巷道掘进断面积，6.2m2

1一炮眼深度，取1.5m；

。一炮眼利用率，取0.87。

(2)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目：

N=qXsXmXn/(xXp)

式中：

N一炮眼数目，单位(个)；

口一每个药卷长度，取0.31m；

x一炮眼装药系数，一般取0.4〜0.7,取0.5；

p—每个药卷重量，取0.3kg。

N=2.82X6.2X0.31X0.874-(0.5X0.3)-32(发)

综上：+550mS3边界回风上山下平巷车场段掘进期间炮眼数量布置为32

发。

4.2.7.5+460mSl边界回风上山躲身碉室爆破参数的确定：

炮眼深度为1.3m,预计炮眼利用率n=0.85,每循环进尺1.1m,+460mSl

边界回风上山躲身碉室掘进断面为4.18m2o

(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qslT]

Q=3.24X4.18X1.3X0.85^15(kg)

式中：

q一单位炸药消耗量，取3.24kg/m3(岩)

s一巷道掘进断面积，4.18m2

1一炮眼深度，取1.3m；

n一炮眼利用率，取0.85。

(2)根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目：

N=qXsXmXn/(xXp)

式中：

N一炮眼数目，单位(个)；

m—每个药卷长度，取0.31m；

x一炮眼装药系数，一般取0.4〜0.7,取0.54；

p—每个药卷重量，取0.3kg。

N=3.24X4.18X0.31X0.854-(0.54X0.3)^22(发)

综上：+460mSl边界回风上山躲身碉室掘进期间炮眼数量布置为22发。

4.2.7.6+460mSl边界煤仓爆破参数的确定：

炮眼深度为1.2m,预计炮眼利用率n=0.83,每循环进尺Im,+460mSl边

界煤仓掘进断面为3.8m2。

(1)根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：

Q=qslT]

Q=4.6X3.8X1.2X0.83心17.4(kg)

式中：

q—单位炸药消耗量，取4.6kg/m位岩)

S一巷道掘进断面积，3.8m2

1一炮眼深度,<1.2m；

n一炮眼利用率,取0.83。

（2）根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目：

N=qXsXmXT]/（xXp）

式中：

N一炮眼数目，单位（个）；

m—每个药卷长度，取0.31m；

x一炮眼装药系数，一般取0.4〜0.7,取0.51；

p—每个药卷重量，取0.3kg。

N=4.48X3.8X0.31X0.854-（0.51X0.3）=29（发）

综上：+460mSl边界煤仓掘进期间炮眼数量布置为29发。

4.2.8煤（岩）装载

4.2.8.1装载

+460mSl边界石门、运煤斜巷施工过程采用P-30B型耙渣机装岩。

4.2.8.2运输

+460mSl边界煤仓未形成前由掘进队采用耙渣机加矿车出歼（+460mSl边

界煤仓形成后+460mSl边界回风上山阡渣自溜至煤仓内后再放至矿车内），

+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山采用5T机车+lt矿车将歼渣经

+460mSl边界石门及+460m大巷运输至+460m-+590m北轨道上山下车场，从

+460m-+590m北轨上山提升至+590口车场，再从+590m-+920m管石干斜井，然后

运输至地面。

5主要生产系统

5.1通风系统

5.1.1参数计算

通风参数依据(《煤矿重大生产安全事故隐患判定标准》专家解读标准进

行计算。

5.1.2通风系统和通风方式

5.1.2.1掘进期间通风系统：

风筒风筒

进风：局部通风机二一++460m大巷二—>+460mSl边界石门、

风筒、

运煤斜巷、煤仓、回风上山)掘进工作面。

回风：磺头一+460mSl边界回风上山、运煤斜巷、煤仓、+460mSl边界石

H-*+460m南大巷一+460m南一回风上山f+770m北回风大巷f+770〜950m回

风斜井f+950m地面。

5.1.2.2通风方式：采用压入式通风方式

5.1.3掘进工作面风量计算及局部通风机选型

5.1.3.1按瓦斯涌出量计算：

Q1=100XqXk=100Xl.0X1.8=180(m7min)

式中：

Qi—掘进工作面实际需要风量，m,Vmin；

100一单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值；

q—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，根据临近巷道取值为LOnf/min；

k—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，根据实际观测的结果确定，炮掘

工作面k=L8-2.0,该处为1.8。

5.1.3.2按二氧化碳涌出量计算：

Q2=67XqXk=67Xl.0X1.8=120.6(m7min)

式中:

Q?一掘进工作面实际需要风量，m7min；

67—单位二氧化碳涌出量，以回风流二氧化碳浓度不超过1.5%的换算

值；

q—掘进工作面的绝对二氧化碳涌出量，根据临近巷道取值为1.Om7min；

k一掘进工作面的二氧化碳涌出不均衡系数，根据实际观测的结果确定，

炮掘工作面k=1.8-2.0,该处为1.8。

5.1,3.3按最多工作人数计算：

Q3=4Xn=4X8=32(mVmin)

式中：

—掘进工作面实际需要风量，m3/min；

4—每人每分钟不低于4m3/min的配风量；

n—掘进时最多工作人数。

5.1.3.4按炸药使用量计算

三级煤矿许用炸药:Q4210A=10X42.9=429(mVmin)

式中：Q,一掘进工作面实际需要风量，m7min；

A一掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，42.9kg；

按上述条件计算得到掘进工作面配风量为429m7mino

5.1.3.5按局部通风机实际吸风量计算

(1)无瓦斯涌出的岩巷

Qhf=QafI+60X0.15Shd=429X1+60X0.15X12.5=542m7min

式中：Qhf-掘进工作面实际需要风量，m3/mino

Qa,.一局部通风机实际需风量。掘进面局部通风机额定风量(2*15kw

局部通风机额定风量为230m3/min-435取429m'/min)

I一掘进工作面同时工作的局部通风机台数；

0.15一无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；

Shd一局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12.5m)

5.1.3.6掘进工作面风量、风速验算：

+460mSl边界石门、运煤斜巷、回风上山、煤仓掘工作面需风量为

429m7min,其局部通风机安装处所在大巷需风量为542m

根据+460mSl边界回风上山设计净断面积6.2m2计算

V=Q/S净/t=429+6.2+60=1.15(m/s)

式中：

V-巷道风速，m/s；

Q一巷道风量，m3/min；

S净一巷道净断面积，m2

5.1.3.7根据《煤矿安全规程》规定：

(1)掘进中的岩巷最低允许风速为0.15m/s,最高允许风速为4m/s,以

上计算出+460mSl边界石门、运煤斜巷、回风上山巷道内风速为1.15m/s,

0.15m/s<l.15m/s<4m/s；

(2)以上风速均符合《煤矿安全规程》规定。

(3)必须根据现场实际情况配备风量，确保该掘进工作面瓦斯不超限及

排炮烟的需要。

5.1.4局部通风机、风筒要求

5.1.4.1局部通风机选型及安装地点

(1)局部通风机选型：+460m南大巷掘进期间选取功率为2*15kw局部通

风机2台(一台备用)。

(2)安装地点：局部通风机安装在+460m南一石门与+460m南大巷岔口以

北50m处的+460m大巷新鲜风流中。

5.2压风系统

5.2.1供压风系统：+9201H地面压风机房f+920m〜+770m管线斜井f

+590m大巷f+290m〜+590m北轨上山f+460m南大巷f+460msi边界石门、运

煤斜巷、煤仓、回风上山一掘进工作面。

5.2.2该巷使用DN50mm钢管供压风，接至距工作面20〜30m,然后用软胶

管接至工作面。

5.3瓦斯防治

施工队在掘进过程中严格执行“有疑必探，先探后掘”，在掘进打探眼过

程中，若遇见瓦斯浓度突然增大，瓦斯涌出异常等异常现象时，必须立即停止

施工并向矿调度室汇报。待地测科施工地质钻孔探明前方情况，制定出解决方

案后，才能按措施进行施工。

5.4防尘及供水施救系统

5.4.1综合防尘设施及管理

掘进工作面供水管兼做的防尘管路，按每100m设置一个“三通阀门”，采

用湿式钻眼机具。

5.4.2防尘管理布置

5.4.2.1防尘、供水施救线路：770m井下水池-*+590m〜+770m管井一+590m

大巷f+290m〜+590m北轨道上山北轨+460m甩车场f+460m南大巷f

+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山一掘进工作面。

5.4.2.2防尘喷雾安设位置：距工作面30m范围内安设二组能封闭全断面

的防尘喷雾(靠近工作面的一组兼做为放炮喷雾)，以及距+460mSl边界石门

开口点以里5-10m的+460mSl边界石门回风流中安设一组封闭全断面的防尘喷

雾。

5.5防灭火系统

5.5.1防灭火供水线路与掘进供水线路一致，且与掘进施工期间的水源共

用一趟水管：770m井下水池一+590m〜+770m管井一+590m大巷f+290m〜+590m

北轨道上山■*北轨+460m甩车场-*+460m南大巷f+460msi边界石门、运煤斜

巷、煤仓、回风上山一掘进工作面。

5.6安全监控系统

5.6.1监测仪表的数量：

KG9001B瓦斯传感器2台，KTC-90局部通风机开、停传感器2台，KFD-3

监测分站1台，C0传感器1台，MHYVR1*4*7/O.522电缆通讯线500m0

5.6.2布置位置：

5.6.2.1监测分站安设在局部通风机旁。

5.6.2.2开口掘进20m前:

(1)一台瓦斯探头(T1)吊挂在距掘进工作面不大于5m处，非风筒一侧。

(2)一台瓦斯探头(T2)吊挂在+460mSl边界石门口以北10〜15m处的

+460m大巷中。

(3)一台一氧化碳(Teo)吊挂在+460mSl边界石门口以北10〜15m处的

+460m大巷中与瓦斯传感器T2吊挂在一起。

5.6.2.3开口掘进20m后：

(1)一台瓦斯探头(T1)吊挂在距掘进工作面不大于5nl处，非风筒一侧。

(2)一台瓦斯探头(T2)吊挂在+460mSl边界石门口以里10〜20m处的

+460mSl边界石门内回风流中。

(3)一台一氧化碳(Teo)吊吊挂在+460rnSl边界石门口以里10〜20nl处

的+460mSl边界石门内回风流中与瓦斯传感器T2吊挂在一起。

5.6.2.4所有传感器均必须吊挂在非风筒一侧，距棚顶小于300mm,距巷

帮大于200mmo

附图6：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间通风、监

测及防尘系统示意图。

5.6.3传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度：

表2：

传感器名称报警浓度断电浓度复电浓度断电范围

工作面瓦斯探

N0.9%11.4%<0.9%断该巷道内所有非本安型电气设备

头(T.)

回风瓦斯探头

20.9%20.9%<0.9%断该巷道内所有非本安型电气设备

(T2.)

一氧化碳(Teo)N24Ppm224ppm<24ppm断该巷道内所有非本安型电气设备

5.6.4该巷所安装的监测监控系统断电控制范围为+460mSl边界石门、运

煤斜巷、煤仓、回风上山内所有非本质安全电器设备。

5.6.5进出该掘进工作面所有的管理人员必须携带便携式甲烷报警仪，对

有报警现象(报警点为0.9%)必须进行汇报处理。

5.6.6当班的班组长入井时携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬

挂在掘进工作面不大于5nl范围内无风筒一侧，当甲烷报警仪报警时，必须停

止施工作业向矿调汇报并进行处理。

5.6.7该巷的所有甲烷传感器必须使用校准气样和空气气样在其设置地

点调校、便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校，每15天调校1次。甲烷

电闭锁、风电闭锁和故障闭锁功能每15天测试1次。

5.6.8压风自救系统

5.6.8.1拉炮点必须安设一组不少于8个头的压风自救器，站岗点安设一

组不少于5个头的压风自救器。

5.6.8.2压风自救器每个头供风量不少于0.ImVmin,总阀必须保持常开,

严禁关闭。

5.6.9人员定位监控系统

5.6.9.1所有入井人员每人必须随身佩戴1台具有身份识别、位置实时监

控的人员定位仪（KGE37B型无线编码发射器），任何人员严禁敲打、损坏、私

自拆卸人员定位仪（KGE37B型无线编码发射器）。

5.6.9.2入井前，必须检查随身佩戴的人员定位仪（KGE37B型无线编码发

射器），保证其电量充足，且能正常监控人员定位（KGE37B型无线编码发射器）,

发现问题必须立即进行处理。

5.6.9.3人员定位监控系统必须保持长期正常运行。

5.6.9.4人员定位系统分站—设置在N轨+460m躲身碉室，由1台KJF80

型分站及1台KDW16A型隔爆兼本电源组成，采用KJF80.2A型接收器进行信息

接受。

附图10：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间人员监

测系统示意图。

5.7供电系统

5.7.1根据掘进工作面位置情况，供电线路如下：

5.7.1.1一趟由+590m南一变电所送局部通风机（专用电源）。

5.7.1.2另一趟从+590m南一变电所送动力电源到+460m南大巷中的耙渣

机处。

该巷掘进期间，使用以下电器设备

附图5：+460mSl边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间供电系

统及安全监控断电闭锁（风电、瓦斯电闭锁）、供风、供水系统示意图。

该巷掘进期间，使用以下电器设备表3

序设备名称设备型号设备数开关型号整定值

号

量

1局部通风机2*152台QBZ-4X80F2*17A

2耙渣机P-30B1台QBZ-8020A

5.7.2供电解算

整定值计算过程

P

额定电流la二砧氤

其中P为设备额定功率，U为额定电压，cos6为功率因素

QBZ系列开关整定电流=额定电流

以绞车为例：

I=Ia=1000*40=45A

V3*660*0.8

局部通风机电源馈电开关整定值=>/=2*17=34A

总动力电源馈电开关整定值=2?=20+45=65A

5.8排水系统

掘进工作面一+460mSl边界回风上山f+460msi边界运煤斜巷一+460mSl

边界石门f+460m南大巷->临时水仓-37KW电泵抽水经+590m北轨道上山至

+525m甩车场f+525nl大巷向南f+525m人行联络巷f+290m〜+590m新吊挂上

山f+290m主平碉f地面。

5.9运输系统

5.9.1年石运输方式：采用1T矿车+5T小机车运输。

5.9.2年石运输线路：

进工作面一+460mSl边界回风上山一+460mSl边界运煤斜巷+460mSl边

界石门f+460m南大巷向北f+290m-+590m北轨上山提升f+590m石干井下车场

-*+920m地面砰石山卸石干。

5.9.3材料运输方式：采用矿车、转车、平板车运输锚杆、钢轨、管件等。

5.9.4材料运输线路：280地面库房-*+290m主平碉-*+290m-+590m轨道

上山f+290m-+590m轨道上山上车场f+590m大巷f+290m-+590m北轨道上山

上车场一+290m-+590m北轨道上山北轨+460m甩车场->+460m南大巷

+460mSl边界石门f+460msi边界运煤斜巷f+460msi边界回风上山f掘进工

作面。

5.10通信系统

5.10.1照明：该巷掘进期间，采用矿灯照明。耙渣机必须安设照程不小

于35m照明灯。

5.10.2通讯：该巷掘进期间，矿调度室必须在掘进工作面磕头附近和拉

炮点各安设一部直通矿调度室的隔爆电话（矿用通讯电压为48V）,并确保电

话的灵敏、可靠。

6劳动组织与主要技术经济指标

6.1劳动组织

6.1.1劳动组织形式

采用三班作业。实行一人多岗、一岗多能，采用分工种综合作业形式，

即把工作工序按综合工种进行分工完成，一人可以在不同时段的不同工序中从

事不同的工作。

6.1.2劳动组织和出勤（表4）

工种班出勤日出勤

班组长13

打眼工26

领钎工13

领药员13

耙渣机司机兼机车司机13

跟车员13

质量、收尺员13

合计824

6.2循环作业方式

6.2.1作业形式：

采用“三、八”制作业，搞好正规循环作业，一次成巷组织施工。

6.2.2循环方式：

+460mSl边界石门、运煤斜巷采用每班1个循环，每天3个循环；+460mSl

边界回风上山采用每班2个循环，每天6个循环；每班循环进度详见爆破说明

书。详见下表：

表5：循环作业表

同早班

分备注

工序678910111213

安全检查、■认及准备10—

打眼90—

装药30—

救人、站岗、放炮60—

每

安全确认20—

退阡、查炮30—班

——二

安全检查、确认及准备10

个

打眼120—

循

装药30—

环

赛人、站岗、放炮70—

安全确认20—

退阡、查炮30—

耙阡、运输180——

质量检查10-

间中班

分备注

工序1415161718192021

安全检查、确认及准备10——

打眼90—

装药30—

撤人、站岗、放炮60—

每

安全确认20—

退阡、查他30—班

—