天府矿业三汇二矿 460mS1边界石门及回风上山掘进规程.doc

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1、XXXXX 矿业矿业有限有限责责任公司任公司+460mS1 边边界石界石门门、运煤斜巷、煤、运煤斜巷、煤仓仓、回、回风风上山掘上山掘进进作作业规业规程程编编 号：号：掘掘 1-2017-6矿矿 别别：三：三汇汇二二矿矿工作面名称：工作面名称：+460mS1 边边界石界石门门、运煤斜巷、煤、运煤斜巷、煤仓仓、回、回风风上山上山施施 工工 单单位：掘位：掘进进三三队队2017 年年 4 月月 6 日日2会会 签签 栏栏已按已按 年年 月月 日会日会审审后要求修改后要求修改意意 见见签签字字栏栏日日 期期总总 工工 程程师师： ： 年年 月月 日日安安 全全 矿长矿长： ： 年年 月月 日日生生 产

2、产 矿长矿长： ： 年年 月月 日日副副 矿矿 长长： ： 年年 月月 日日机机 电电 矿长矿长： ： 年年 月月 日日采采 掘掘 副副总总： ： 年年 月月 日日生生产产技技术术科：科： 年年 月月 日日安安 全全 科：科： 年年 月月 日日通通 风风 科科: 年年 月月 日日机机 运运 科：科： 年年 月月 日日地地 测测 科：科： 年年 月月 日日调调 度度 室：室： 年年 月月 日日施施 工工 队队： ： 年年 月月 日日校校 核：核： 年年 月月 日日编编 制：制： 年年 月月 日日3会会 审审 纪纪 要要+460mS1 边边界石界石门门、运煤斜巷、煤、运煤斜巷、煤仓仓、回、回风风上

3、山掘上山掘进进作作业规业规程程会会审审地点地点会会审审日期日期参加人参加人员签员签字：字：会会审审意意见见： ：总总工程工程师师4目目 录录1 1 概况概况.7 71.11.1 工程概况工程概况 .71.21.2 编制依据编制依据 .72 2 地质依据地质依据.8 82.12.1 地质构造地质构造.8 82.22.2 水文地质水文地质 .83 3 巷道布置及支护设计巷道布置及支护设计.8 83.13.1 巷道布置巷道布置 .83.23.2 管线及轨道敷设管线及轨道敷设.103.33.3 巷道支护巷道支护 .114 4 施工工艺施工工艺.13134.14.1 施工方法施工方法 .134.24.2

4、 爆破工艺爆破工艺 .135.15.1 通风系统通风系统 .205.25.2 压风系统压风系统 .245.35.3 瓦斯防治瓦斯防治 .245.45.4 防尘系统防尘系统 .245.55.5 防灭火系统防灭火系统 .255.65.6 安全监控系统安全监控系统 .255.75.7 供电系统供电系统 .275.85.8 排水系统排水系统 .285.95.9 运输系统运输系统 .295.105.10 通信系统通信系统 .296 6 劳动组织与主要技术经济指标劳动组织与主要技术经济指标.292956.16.1 劳动组织劳动组织 .296.26.2 循环作业方式循环作业方式 .306.36.3 主要技术

5、经济指标主要技术经济指标 .337 7 主要安全技术措施主要安全技术措施.34347.17.1 施工准备施工准备 .347.27.2 一通三防一通三防 .367.37.3 顶板管理顶板管理 .427.47.4 爆破管理爆破管理 .447.57.5 防治水管理防治水管理 .497.67.6 钎探管理钎探管理.497.77.7 机电管理机电管理.507.87.8 运输管理运输管理 .597.97.9 煤仓施工安全技术措施煤仓施工安全技术措施.667.9.37.9.3 煤仓下口浇灌施工技术措施煤仓下口浇灌施工技术措施.687.107.10 职业病防治措施职业病防治措施 .697.117.11 变化管

6、理措施变化管理措施 .71718 8 安全质量标准化安全质量标准化.71718.18.1 安全质量标准化组织保障措施安全质量标准化组织保障措施.718.28.2 质量标准化管理质量标准化管理.729 9 灾害应急措施及避灾路线灾害应急措施及避灾路线.76769.19.1 灾害应急措施灾害应急措施 .769.29.2 避灾路线避灾路线 .77附图附图 1 1：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图 .7878附图附图 2 2：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山断面图边界石门、运煤斜巷、煤

7、仓、回风上山断面图 .7979附图附图 3 3：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间炮眼布置边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间炮眼布置6图及爆破说明书图及爆破说明书 .8282附图附图 4 4：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间放炮、撤边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间放炮、撤人、站岗示意图人、站岗示意图 .8888附图附图 5 5：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山供电系统及安全监边界石门、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

8、示意图控断电控制图（风电、瓦斯电闭锁）及供风、供水示意图 .8989附图附图 6 6：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间通风、监边界石门、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测及防尘系统示意图 .9090附图附图 7 7：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间避灾路线边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间避灾路线示意图示意图 .9191附图附图 8 8：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间探眼布置边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间探眼布置平、俯、剖面图平

9、、俯、剖面图 .9292附图附图 9 9：开工确认图牌板：开工确认图牌板.9393附图附图 1010：+460mS1+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间人员监边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间人员监测系统示意图测系统示意图 .9595附图附图 1111：+460mS1+460mS1 边界石门转弯大样图边界石门转弯大样图 .969671 概况概况1.1 工程概况工程概况1.1.1 巷道名称本作业规程掘进的巷道为+460mS1 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+460mS1 边界石门及回风

10、上山设计总长为 268m（其中+460mS1 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）。1.1.4 服务年限+460mS1 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+460mS1 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 编编制依据制依据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

11、通过1.2.6 行业管理标准81.2.6.1 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2014199 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 地地质质依据依据2.1 地地质质构造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 水文地水文地质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

12、支巷道布置及支护护设计设计3.1 巷道布置巷道布置3.1.1 +460mS1 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 1722233方位角，+3的坡度掘 19.516m 至控制点 A1 点；从 A1 点以 2172233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 1272233方位角，+3的坡度向前掘进石门（待石门碛头探掘至铝土停头）。施工队施工至 A1 前方 6.5m 后以机电硐室断

13、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，9以 3072233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 3072233方位角，28.5的上行坡度掘进123.211m 至 F 点

14、落平,从 F 点 235447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；+460mS1 边界回风上山每隔30m 施工一躲身硐室，躲身硐室位于回风上山北帮。附图 1：+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山巷道布置图。附图 11：+460mS1 边界石门转弯大样图。3.1.2 断面设计+460mS1 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 9.73m2，净断面 8.46m2，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。+460mS1 边界石门

15、机电硐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 11.87m2，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。+460mS1 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 9.6m2。+460mS1 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。+460mS1 边界回风上山躲身硐室断面设计为半圆拱裸支断面，全宽102.4m，全高 2m，深 2.0m；巷道掘进段面积为 S 掘=4.18m2。

16、+460mS1 边界采区煤仓设计为圆形，直径 2.2m，掘进断面 3.8m2。附图 2：+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山施工断面图。3.2 管管线线及及轨轨道敷道敷设设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，42mm，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

17、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，42mm，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碛头最大距离 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（长宽厚）为 1200120120mm，铺设的轨道必须符合“质量标准验收标准”中

18、的规定，11轨距误差-5mm10mm；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 10m。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 1m。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矸，碎矸不得超过轨枕上平面。3.3 巷道支巷道支护护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

19、。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，严禁支设在浮矸上。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；L1锚杆外露长度，m；12 L2锚杆有效长度，m； L3锚杆锚固长度，m。（二）锚杆外露长度 L1

20、的确定 L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.020.03）m，一般 L1=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L2。f3 时，L2=1.8B/f式中 f普氏系数，取 4.5；B巷道跨度，取 3.6m；L2=1.8B/f=1.44m（四）锚杆锚固长度 L3的确定L3=0.2-0.3m，取 0.3m。因此，L=L1+L2+L3=0.04+1.44+0.3=1.78，结合矿井实际，取 L=1.8m。（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：D0.6L=0.6*1.8=1.08m 根

21、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 18mm16.3mm（七）锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：Q=10KL2D2r13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，mr视密度，t/m3。Q=10KL2D2r=10*3*1.44*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 70KNQ=62.64KN，符合要求。锚杆锚固采用树脂药卷。4 施工工施工工艺艺4.1 施工方法施工方法4.1.1 掘进方式：钻爆法破岩掘进。4.

22、1.2 工艺流程4.1.2.1 安全检查、确认及准备打眼装药撤人、站岗、警戒爆破安全检查（隐患处理）退矸、查炮耙矸、运输质量检查。4.2 爆破工爆破工艺艺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4.2.1.1+460mS1 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14延期电雷管，炮眼布置参数及每眼装药量详见炮眼布置

23、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化炸药存放在专用木质炸药箱内，防止挤压变形，按规定药量装药2雷管煤矿许用 1-4 段毫秒延期电雷管专用木质雷管盒存放，避免接触金属导电体，避免碰撞挤压3封孔材料黄泥、水泡泥当眼深在 0.6-1m 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 0.5m4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

24、MFB-200 型电容式发爆器发爆器钥匙由爆破工随身携带，不得交由他人保管和使用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。154.2.5 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：炸药起爆炸药黄泥水炮泥黄泥，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 +460mS1 边边界石界石门门爆破参数的确定：爆破参数的确定：（1）炮眼深度为 1.6m，预计炮眼利用率 =0.88，每循环

25、进尺1.4m，+460mS1 边界石门掘进断面为 9.73m2。（2）根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：Q=qsl Q=2.789.731.60.8838.1（kg）式中：q单位炸药消耗量，取 2.78kg/m3(岩)s巷道掘进断面积，9.73m2l炮眼深度，取 1.6m；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=qsm/(xp)式中：N炮眼数目，单位（个）；m每个药卷长度，取 0.31m；x炮眼装药系数，一般取 0.40.7，取 0.55；p每个药卷重量，取 0.3kg。16N2.789.730.310.88(0.550.3)45（发）综上：+460m

26、S1 边界石门掘进期间炮眼数量布置为 45 发。4.2.7.2+460mS1 边边界石界石门设备硐门设备硐室段爆破参数的确定：室段爆破参数的确定：（1）炮眼深度为 1.6m，预计炮眼利用率 =0.88，每循环进尺 1.4m，掘进断面积为 11.87m2。（2）+460mS1 边界石门机电硐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单位炸药消耗量，取 2.57kg/m3(岩)；s巷道掘进断面积，11.87m2；l炮眼深度，m，取 1.6m；n炮眼利用率，取 0.88。Q=2.5711.871.60.8842.9（kg）（2）根据下列公式可算出

27、每循环所需炮眼数目：N=qsmn/(xp)式中：N炮眼数目，个；m每个药卷长度，取 0.31m；x炮眼装药系数，一般取 0.40.7，取 0.5；p每个药卷重量，取 0.3kg 。确定每循环进尺所需炮眼数量为：N2.5711.170.310.88(0.50.3)55 个17因此+460mS1 边界石门机电硐室炮眼数量为 55 个。4.2.7.3 +460mS1 边边界运煤斜巷爆破参数的确定：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 =0.88，每循环进尺1.4m，+460mS1 边界运煤斜巷掘进断面为 9.6m2。（2）根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：Q=

28、qsl Q=2.789.61.60.8837.5（kg）式中：q单位炸药消耗量，取 2.78kg/m3(岩)s巷道掘进断面积，9.6m2l炮眼深度，取 1.6m；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=qsm/(xp)式中：N炮眼数目，单位（个）；m每个药卷长度，取 0.31m；x炮眼装药系数，一般取 0.40.7，取 0.55；p每个药卷重量，取 0.3kg。N2.789.60.310.88(0.550.3)44（发）综上：+460mS1 边界运煤斜巷掘进期间炮眼数量布置为 44 发。4.2.7.4 +460mS1 边边界回界回风风上山爆破参数的确定：上山爆

29、破参数的确定：炮眼深度为 1.5m，预计炮眼利用率 =0.87，每循环进尺 1.3m，+460mS118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=qsl Q=2.826.21.50.8722.8（kg）式中：q单位炸药消耗量，取 2.82kg/m3(岩)s巷道掘进断面积，6.2m2l炮眼深度，取 1.5m；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=qsm/(xp)式中：N炮眼数目，单位（个）；m每个药卷长度，取 0.31m；x炮眼装药系数，一般取 0.40.7，取 0.5；p每个药卷重量，取 0.3kg。N2.826

30、.20.310.87(0.50.3)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 +460mS1 边边界回界回风风上山上山躲躲身身硐硐室爆破参数的确定：室爆破参数的确定：炮眼深度为 1.3m，预计炮眼利用率 =0.85，每循环进尺 1.1m，+460mS1边界回风上山躲身硐室掘进断面为 4.18m2。（1）根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：19Q=qsl Q=3.244.181.30.8515（kg）式中：q单位炸药消耗量，取 3.24kg/m3(岩)s巷道掘进断面积，4.18m2l炮眼深度，取 1.3m；炮眼利用率，取 0.8

31、5。（2）根据下列公式可算出每循环所需爆眼数目：N=qsm/(xp)式中：N炮眼数目，单位（个）；m每个药卷长度，取 0.31m；x炮眼装药系数，一般取 0.40.7，取 0.54；p每个药卷重量，取 0.3kg。N3.244.180.310.85(0.540.3)22（发）综上：+460mS1 边界回风上山躲身硐室掘进期间炮眼数量布置为 22 发。4.2.7.6 +460mS1 边边界煤界煤仓仓爆破参数的确定：爆破参数的确定：炮眼深度为 1.2m，预计炮眼利用率 =0.83，每循环进尺 1m，+460mS1 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=

32、qsl Q=4.63.81.20.8317.4（kg）式中：20q单位炸药消耗量，取 4.6kg/m3(岩)s巷道掘进断面积，3.8m2l炮眼深度，取 1.2m；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=qsm/(xp)式中：N炮眼数目，单位（个）；m每个药卷长度，取 0.31m；x炮眼装药系数，一般取 0.40.7，取 0.51；p每个药卷重量，取 0.3kg。N4.483.80.310.85(0.510.3)29（发）综上：+460mS1 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+460mS1 边界石门、运煤斜巷

33、施工过程采用 P-30B 型耙渣机装岩。4.2.8.2 运输+460mS1 边界煤仓未形成前由掘进队采用耙渣机加矿车出矸（+460mS1边界煤仓形成后+460mS1 边界回风上山矸渣自溜至煤仓内后再放至矿车内），+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山采用 5T 机车+1t 矿车将矸渣经+460mS1 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+590m 车场，再从+590m-+920m 管矸斜井，然后运输至地面。215 主要生主要生产产系系统统5.1 通通风风系系统统5.1.1 参数计算通风参数依据（煤矿重大生

34、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：进风：局部通风机 +460m 大巷 +460mS1 边界石门、风筒风筒运煤斜巷、煤仓、回风上山 掘进工作面。风筒回风：碛头+460mS1 边界回风上山、运煤斜巷、煤仓、+460mS1 边界石门+460m 南大巷+460m 南一回风上山+770m 北回风大巷+770950m 回风斜井+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：Q1100qk1001.01.8180（m3/min）式中：Q1掘进

35、工作面实际需要风量，m3/min；100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 1.0m3/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=1.8-2.0，该处为 1.8。5.1.3.2 按二氧化碳涌出量计算：22Q267qk671.01.8120.6（m3/min）式中：Q2掘进工作面实际需要风量，m3/min；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 1.0m3/min；k掘进工作面的二氧化碳涌出不均衡系数，根据实际

36、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：Q34n4832（m3/min）式中：Q3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：Q410A=1042.9=429（m3/min）式中：Q4掘进工作面实际需要风量，m3/min；A-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 429m3/min。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+600.1

37、5Shd=4291+600.1512.5=542m3/min式中：Qhf 掘进工作面实际需要风量，m3/min。23Qaf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 230 m3/min-435 m3/min，取 429m3/min）I掘进工作面同时工作的局部通风机台数；0.15无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，12.5m2。 5.1.3.6 掘进工作面风量、风速验算：+460mS1 边界石门、运煤斜巷、回风上山、煤仓掘工作面需风量为429m3/min，其局部通风机安装处所在大巷需风量为 542m3/min。

38、根据+460mS1 边界回风上山设计净断面积 6.2m2计算VQ/S净/t4296.2601.15(m/s)式中：V-巷道风速，m/s；Q巷道风量，m3/min;S净巷道净断面积，m25.1.3.7 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+460mS1 边界石门、运煤斜巷、回风上山巷道内风速为1.15m/s，0.15m/s1.15m/s4m/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

39、装地点24（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 压风压风系系统统5.2.1 供压风系统： +920m 地面压风机房+920m+770m 管线斜井+590m 大巷+290m+590m 北轨上山+460m 南大巷+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进工作面。5.2.2 该巷使用 DN50mm 钢管供压风，接至距工作面 2030m，然后用软胶管接至工作面。5.3 瓦斯防治瓦斯防治施工队在掘

40、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 防防尘尘及供水施救系及供水施救系统统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+590m 大巷+290m+590m 北轨道上山北轨+460m 甩车场+460m 南大巷+460mS1 边界石门、运煤

41、斜巷、煤仓、回风上山掘进工作面。255.4.2.2 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+460mS1 边界石门开口点以里 5-10m 的+460mS1 边界石门回风流中安设一组封闭全断面的防尘喷雾。5.5 防防灭灭火系火系统统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+590m+770m 管井+590m 大巷+290m+590m 北轨道上山北轨+460m 甩车场+460m 南大巷+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进工作面。5.6 安全安全监

42、监控系控系统统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，CO 传感器 1 台，MHYVR1*4*7/0.522 电缆通讯线 500m。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+460mS1 边界石门口以北 1015m 处的+460m 大巷中。（3）一台一氧化碳（Tco）吊挂在+460mS1 边界石门口以北 1015m 处的+460

43、m 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 5m 处，非风筒一侧。26（2）一台瓦斯探头（T2）吊挂在+460mS1 边界石门口以里 1020m 处的+460mS1 边界石门内回风流中。（3）一台一氧化碳（Tco）吊吊挂在+460mS1 边界石门口以里 1020m 处的+460mS1 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 200mm。附图 6：+460mS1 边界石门、运煤斜巷、煤仓、回风上山掘进期间通风、监

44、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头（T1）0.9%1.4%0.9% 断该巷道内所有非本安型电气设备回风瓦斯探头（T2、）0.9%0.9%0.9% 断该巷道内所有非本安型电气设备一氧化碳（Tco） 24ppm24ppm24ppm 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+460mS1 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

45、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 5m 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。275.6.7 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 0.1m/min，总阀必须保持常开，

46、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 躲身硐室，由 1 台KJF80 型分站及 1 台 KDW16

47、A 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：+460mS1 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 供供电电系系统统5.7.1 根据掘进工作面位置情况，供电线路如下：285.7.1.1 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：+460mS1 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

48、 3序号设备名称设备型号设备数量开关型号整定值1局部通风机2*152 台QBZ-480F2*17A2耙渣机P-30B1 台QBZ-8020A5.7.2 供电解算整定值计算过程额定电流 Ia=其中 P 为设备额定功率，U 为额定电压，为功率因素cosQBZ 系列开关整定电流=额定电流以绞车为例：I=Ia= =45A局部通风机电源馈电开关整定值=2*17=34AI总动力电源馈电开关整定值=20+45=65AI5.8 排水系排水系统统掘进工作面+460mS1 边界回风上山+460mS1 边界运煤斜巷+460mS1 边界石门+460m 南大巷临时水仓37KW 电泵抽水经+590m8.0*660*340

49、*1000cos3UP29北轨道上山至+525m 甩车场+525m 大巷向南+525m 人行联络巷+290m+590m 新吊挂上山+290m 主平硐地面。5.9 运运输输系系统统5.9.1 矸石运输方式：采用 1T 矿车+5T 小机车运输。5.9.2 矸石运输线路：进工作面+460mS1 边界回风上山+460mS1 边界运煤斜巷+460mS1边界石门+460m 南大巷向北+290m-+590m 北轨上山提升+590m 矸井下车场+920m 地面矸石山卸矸。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 主平硐+290

50、m-+590m 轨道上山+290m-+590m 轨道上山上车场+590m 大巷+290m-+590m 北轨道上山上车场+290m-+590m 北轨道上山北轨+460m 甩车场+460m 南大巷+460mS1 边界石门+460mS1 边界运煤斜巷+460mS1 边界回风上山掘进工作面。5.10 通信系通信系统统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碛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 劳动组织劳动组织与主要技与主要技术经济术