运输顺槽煤工程施工作业规程.doc

焦煤公司一矿
3#煤+1740运送顺槽工程
施工作业规程

编 制：段根学
施工队长：宋厚勇
批准日期：2023年 6月1日
执行日期：2023年 6月1日
施工单位：山东枣庄矿业集团中兴建安有限公司

第一章 工程概况
第一节 概 述
一、工程名称：
焦煤公司一矿3#煤层+1740运送顺槽工作面位于+1740水平处，设计断面为距形，掘进断面7.74㎡，掘进顶板宽3350㎜，掘进底板宽3350㎜，掘进高度2310㎜，净断面6.82㎡，净宽3100㎜，净高2200㎜。设计支护形式为工字钢架。
二、工程用途：
该工程为矿井的3#煤层+1740运送及安全出口。
三、工程量及服务年限：
工程量：设计施工长度约492m。
服务年限：2年。
第二节 编写依据
一、焦煤公司一矿设计说明书
二、焦煤公司一矿采掘工程平面图及井上下对照图
三、矿方提供的巷道断面图
四、《煤矿安全规程》
五、《煤矿井巷工程质量检查评估标准》 MT 5009-94
六、《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ 213-90
七、我公司类似工程的施工经验及我公司现有的设备、人员。
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
地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
+1740
工程名称
+1740运送顺槽
地面标高（m）
+1870
井下标高（m）
+1740
地面的相对
位置及建筑物
地面以山地为主，无建筑物
井下相对位置对掘进巷道的影响
+1740运送顺槽对掘进巷道无影响。
邻近采区
开采情况
临近无采区

第二节 煤（岩）层赋存特性
矿区重要含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)与二叠系下统山西组(P1s)，共含煤11层，煤层总厚度22.18m。其中石炭系太原组含可采煤层3层，编号为4、5及7号煤层, 含局部或不可采煤层3层，编号为7下、8、9煤层，含煤系数4.49%；山西组含可采煤层2层，编号为2、3煤层，局部可采煤层2层，编号为2上、3上煤层，含煤系数9.55%；二叠系石盒子组含局部可采煤层1层，编号为1煤层，含煤系数0.08%。矿区含可采煤层6层，编号为2、3、4、5、7、8煤层。
贺兰山焦煤公司一矿重要可采煤层特性一览表
煤层
编号
煤层厚度
煤层间距
顶底板岩性
夹矸
层数
煤层稳定性
对比难易限度
开采情况
最小~最大
平均
编号
最小~最大
平均
顶板
底板
2
0.04~8.78
2.17

粉砂质泥岩 泥岩
中粗粒砂岩
0~6
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
3
0.28~10.53
2.14
2～3
12.45~50.60
34.57
中粗粒砂岩
粉砂岩
粉细砂岩
中砂岩
0~9
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
4
0.25~3.45
1.41
3～4
20.00~47.77
30.05
泥岩
粉砂质泥岩
中、细砂岩
0~3
稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
5
0.30~1.84
1.00
4～5
5.29~12.52
8.98
泥岩
粉砂岩
泥岩
粉砂岩
0~7
不稳定，采区范围内厚度小于0.27m部可采
不易对比
无开采 价值
7
0.55~5.10
1.92
5～7
13.04~35.13
25.97
粉砂质泥岩
泥岩
中粗粒砂岩
0~6
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高

第三节 地质构造
蚕特拉井田位于汝箕沟—宗别立向斜的西翼，煤系地层东西两端呈北东向，中部近东西走向，总体为倾向南东的单斜构造。地层倾角一般70°～80°，局部近于直立或倒转，Ⅴ～Ⅶ线间地层较缓，为60°～65°。区内构造复杂，断裂是重要的构造形迹，褶皱不发育。
一、断 层
矿区煤系地层中断层发育，仅地表控制的为75条，其中延伸长度在100－1800m间的重要断层有27条；落差在50－526m之间，已为钻孔控制的有11条（由东向西为：F30、F26、F90、F22、F24、F19、F79、F15、F12、F10、F8）。
矿区断层发育，但规律性较明显，其规律和特点如下：
1、走向断层：数量不多，计有F1、F3、F11、F12、F15、F46、F45七条。按其性质可分为：
⑴走向逆断层：延伸远，落差大，对井田构造具有控制意义，其中F1为延伸至小松山的区域性大断层构成含煤地层天然的北介，F3位于井田西缘呈北东向展布受F1控制，井田内延伸达7km。F1、F3断层均位于煤系地层底部。F45、F46则受F3控制，为煤系中的次一级构造，往往使煤层露头缺失，但深部仍有煤层赋存，对煤层破坏并不严重。
（2）走向正断层：以F11、F12为主，分布于西部Ⅸ－Ⅻ之间，F11位于Ⅶ线以东，两者是否为同一断裂尚待研究。其中F12几乎横贯西区，呈北东东向展布，位于煤系下部，延伸均在1.5km以上，落差由西向东递增，由48－650m。但对深部煤层的影响不大，仅F11下盘深部缺失8煤。
2、斜交断层：以NE向和NW向两组为主，个别呈SN向或EW向（F5、F6）。以NW向一组最为发育，地表往往呈曲线状延伸，落差较大，一般均在100m以上，且变化规律明显，如F22、F26由北东至南西落差急剧增大。按其性质又可分为正、逆两种，绝大多数为斜交逆断层，一般均为高角度倾斜，近于岩层倾角，此类断层对深部煤层切割频繁，破坏性大，在地表往往使煤层露头反复。
断层的倾角一般在68°－78°之间，地表处沿走向变化佷大，如F26(45°－77°)，F7(46°－78°)；地表至深部倾角变化亦较大，如F8地表倾角45°－50°，深部为71°，F4断层地表倾角76°，深部倾角为35°。局部断层在地表出现反转现象，如F10、F11、F15。
3、随着一些较大的斜交断层局部产生一系列同向的“边幕式”较小的断层。如F19与F79的组合，F17与F77、F78的组合。
4、Ⅷ以西，切断煤层露头的小平移断层发育，其延伸长度一般30－35m，煤层水平位移一般15－30m。
5、煤系上伏石盒子组、石千峰群地层中的断层以NNE或近于SN的平移断层为主，地面延伸较长，一般在数百米以上，但大多只断到1煤层以上，对煤层影响很小。
矿区内断层有15条，大多为逆断层。多为走向断层，对煤层没有影响，对煤层有不同限度破坏作用的断层有6条（F7、F8、F10、F11、F712、F14）。现将西区、中区内重要断层的特性列表于下（表3-1-1）。
重要断层一览表
表3-1-1
编号
断层性质
位置
断层特性
F1
走向逆断层
横惯矿区北部边界
走向N60°E,向西转为N30°E，倾向北西，全长2800m以上，东段可见，西段被第四系覆盖。
F3
逆断层
Ⅸ线15号孔西北260 m
走向北北东,倾向北西，全长570m。对煤层影响很小。
F6
性质不明
Ⅶ线东100 m
走向北北东，全长180m。对煤层影响很小。
F7
逆断层
Ⅵ－Ⅶ线之间
走向近N85°E－EW向，倾向N，倾角46－78°，全长460m，控制可靠。
F8
正断层
西起确台沟，北东止于Ⅸ线北250m
走向由近SN转向NNE向，倾向E-SEE,倾角：地表45°－50°，深部为71°，全长970m，落差116m,控制可靠。
F10
逆断层
西北起于辅7线，北止于旱布托沟
走向N45°－5°－25°E, 倾向SE,倾角49°－52°，全长940m，落差300m以上，控制可靠。
F11
走向逆断层
Ⅶ线北端
走向北东转向南，倾向北转东，全长650m
F12
走向逆断层
Ⅶ－Ⅷ之间
走向N60°E，倾向SE，倾角：地表42°－85°，深部70°－77°，全长1800m，落差由SW向NE增大，Ⅶ处落差350m以上，SW端48m，控制可靠。
F13
平移正断层
Ⅷ线西约170m处
走向N15°E，倾向NW,倾角67°，全长160m。
F14
逆断层
Ⅷ线2号孔北约20m处
走向N53°E，倾向SE,倾角77°，全长530m。
F51
逆断层
Ⅷ线东300m处
走向近南北，倾向南西西，全长400m。对煤层无影响。
F52
逆断层
Ⅷ线东150m处
走向北西转北，倾向西，全长200m。对煤层无影响。
F53
逆断层
Ⅷ线东南端
走向北西，倾向南西，全长400m。对煤层无影响。
F66
性质不明
14号孔北40m
走向北西，全长120m。对煤层无影响。
F71
逆断层
Ⅶ线东80m
走向北东转东西，倾向北，呈反s形。全长120m。
二、褶 皱
区内的褶皱构造重要发育于古生代、中生代地层中。呈宽缓的背向斜形式出现，轴向北东。形成时代为侏罗纪末期。此外太古界贺兰山群中发育规模较小的紧闭同斜褶皱、无根褶皱、平卧褶皱等。受褶皱构造影响，部分含煤地层的褶皱转折端煤层有加厚或变薄现象。
蚕特拉井田位于汝箕沟―宗别立向斜的西翼，褶皱不发育，以断裂构造形迹为主，煤系地层东西两端呈北东向，中部近东西走向，总体构造形态为一倾向南东、倾角70～80°的单斜，局部近于直立或倒转。矿区地质构造复杂限度为复杂类型。煤系地层中的褶皱重要有：
帽蒲鲁褶皱：位于Ⅷ线－F10断层之间。由一对背向斜组成，轴向为N30°E，轴长1450m。向斜北西翼陡（80°），南东翼较缓（50°）。背斜两翼较对称。在煤系中出露面积约0.25km2,是区内的重要褶皱。对深部煤层有一定影响。
此外，随着强烈的断裂作用而产生的短轴牵引褶皱在煤系地层中也可见。如F30逆断层引起的轴向N60°E，轴长460m的牵引向斜；F6与F15、F12交叉部位；F11、F12与F3交叉处均有牵引褶皱产生。该类褶皱对深部煤层没有影响。
三、矿区岩浆岩
区域岩浆岩不发育，仅见有小面积加里东晚期闪长岩出露，辉绿玢岩脉仅分布于贺兰山群中。矿区内未发现岩浆岩侵入煤系地层现象。
第四节 水文地质
一、区域水文地质
本区气候干燥，雨量稀少，区内沟谷平时干枯无水，山洪暴发始有流水，但区内沟谷发育，且切割较深，排泄条件良好，因此大气降水对矿井开采没有多大影响。
二、井田水文地质条件
井田内与矿井充水有关的含水层共有6层。
1、沟谷第四系孔隙潜水含水层：
岩性为砂、砂砾及卵石，含水层厚2.7～14.49m，水位深度3.63～5.60m。
2、2号煤层顶板裂隙含水层：
岩性为细、中～粗粒砂岩，总厚度16.8～51.6m。
3、2号和3号煤层之间承压裂隙含水层：
岩性为中～粗粒砂岩，总厚度为4.97～45.90m。
4、8号煤层顶板承压裂隙含水层：
岩性为中～粗粒砂岩，总厚度11.82～31.83m。
5、9号煤层顶板承压裂隙含水层：
岩性为中～粗粒砂岩，总厚度2.84～5.17m。
6、煤系下伏寒武系承压自由裂隙溶洞含水层：
岩性为薄～厚层状灰岩，厚约258m左右，裂隙、溶洞发育，但未见泉水出露。
上述六层含水层，除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外，其余均为薄弱含水层。由于本区没有永久性地表水流，地
水补给来源局限性，含水层含水性小，因此本区水文地质条件比较简朴。
三、矿井历年涌水量
上述六层含水层，除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外，其余均为薄弱含水层；由于本区没有永久性地表水流，地下水补给来源局限性，含水层含水性小，故本区水文地质条件比较简朴。开采实践证实，矿井内涌水量很小，一般0.5～1.5m3/h，最大3.5m3/h，煤层一般不含水。蚕特拉沟两侧矿井，在斜深50m左右即有少量涌水，斜深100m左右涌水一般1.5～2.5m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
2#煤层+1740运送顺槽布置在+1740水平的煤层中，沿煤层掘进。（附图一：2#煤层+1740运送顺槽平面位置图）

第二节 支护设计
一、巷道断面
焦煤公司一矿3#煤层+1740运送顺槽工作面位于+1740水平处，设计断面为距形，掘进断面7.74㎡，掘进顶板宽3350㎜，掘进底板宽3350㎜，掘进高度2310㎜，净断面6.82㎡，净宽3100㎜，净高2200㎜。设计支护形式为工字钢架。
（附图二：2#煤层+1740运送顺槽断面图）

二、支护方式
设计支护形式为工字钢架，棚架规格：横梁长3350mm,棚腿长2300mm，棚间距为1000mm，棚间采用Ф16㎜的圆钢做防倒拉筋，使用木背板刹顶背帮，背板规格：1200×50×100mm。
第三节 支护工艺
一方面沿煤层进行掘进施工，然后再进行挂网架棚子。
一、施工方法及技术规定：
1、架棚前必须进行敲帮问顶工作，将顶板及两帮解决完后，再进行架棚支护。
2、支架横梁和腿子采用11#工字钢加工，限位块采用12#槽钢加工。马口采用11#工字钢边角料加工。
3、棚子架设后连结成一体，棚间采用Ф16的圆钢焊接做防倒拉杆。
4、要用半圆木或背板必须将顶帮背实。
二、结合作业地点针对3#煤层+1740运送顺槽架棚的工作任务采用工作任务法进行危险源辨识和风险评估
工序
危险源
风险类型
风险及其后果描述
事故
类型
风险评估
也许性
后
果
风险值
风险等级
1.地面装车
材料装车不牢固
人
运送过程中，物料洒落，导致材料损坏
运送事故
I4
D3
12
中档
2.运送
1.作业人员配合不妥
人
挤伤推车工
运送事故
I4
D3
12
中档
2.捆绑不牢固
人
运送途中材料滑落伤人或撞坏设备
运送事故
I4
D3
12
中档
3.运送途中未检查周边情况或检查不到位
人
撞坏水管、电缆、风筒、风门等事故
运送事故
I4
E2
8
一般
3.卸车
1.作业人员配合不妥
人
导致人员伤害、设备损坏
其它事故
I4
E2
8
一般
2.野蛮卸车
人
导致人员伤害、设备损坏
其它事故
I4
E2
8
一般
1.敲帮问顶
1.未进行敲帮问顶工作
人
工作面片帮、冒顶伤人
顶板事故
I4
C4
16
中档
2.敲帮问顶不彻底
人
工作面片帮、冒顶伤人
顶板事故
I4
D3
12
中档
3.敲帮问顶使用的工具不合适
机
敲帮问顶不彻底，存在顶板隐患，或作业过程中导致伤人
顶板事故
I4
D3
12
中档
2.安设棚腿
棚腿安设不稳
人
棚腿倾倒伤人
顶板事故
I4
D3
12
中档
3.架设横梁

1.上梁时棚腿未固定或配合不好
人
棚腿倾倒伤人
其它事故
I4
D3
12
中档
2.搭设站台不稳
人
作业人员摔倒受伤
其它事故
I4
D3
12
中档
3.横梁放置不稳
人
横梁滑下伤人
其它事故
I4
D3
12
中档
4.帮顶支护
帮顶支护不符合规定
环
片帮、冒顶伤人
其它事故
K2
D3
6
一般
针对以上危险源辨识和风险评估结果，安全技术措施编制如下：
1、架棚施工要紧跟掘进，不得空顶过大发生冒顶和片帮。
2、施工前必须将施工地点前后10米电缆、管路及机电设备保护好、防止损坏。
3、将作业地点10米范围内物件清理干净，保证安全退路。
4、架棚施工时专人负责观测巷道及棚子变化情况发现问题立即发出警号停止作业、解决完后确认安全后方可继续施工、并负责架棚施工时人员不许通过。以免掉物件伤人。
5为保证施工安全、架棚施工时要由段长或班长统一指挥、以保证施工的协调性。
6、架棚施工时、棚子要刹实紧牢给好拉筋后，方可下一架施工。
7、施工前要由段长或班长检查施工段内巷道支护情况，对出现的问题及时进行解决，否则不许作业。
8、帮、顶必须用半圆木或背板接实，严禁空帮空顶。
9、架棚时不得架设等劲棚，掉顶、空帮、空顶处必须用半圆木或背板接实，高冒处要接实。
10、固定棚腿子，填背板，使梁子和腿子跟顶、帮接实。
11、严格执行现场交接班制度，每次交接班必须做到交清接明，上班应将现场的重要生产情况、安全面应注意的事项及未解决完的安全隐患向下班讲明。
12、检查工具，必须保证其完好。
13、发现空帮空顶时应及时刹顶背帮，防止空顶掉矸。保证巷道畅通；
14、变坡点架棚，必须在坡口设立防跑车装置和严禁人员通行的标志；
15、行人通过巷道维修处，必须经工作人员批准；
16、发现巷道发生局部掉顶时，要立即进行支护解决。解决时现场必须有安全负责人；
17、挖棚腿子的窝子时，先进行敲帮问顶，防止煤层冒落、片帮伤人。
18、用手压泵时，必须先检查手压泵是否完好，发现问题及时解决，保证安全作业。
19、填背板时，先把腿子固定好，防止棚腿子滑落伤人。
20、清理卫生时，注意顶上的煤块掉下伤人。
三、支护材料
采用矿用11#工字钢地面加工并井下架棚，棚架规格：横梁长3350mm,棚腿长2300mm，棚间距为1000mm，棚间采用Ф16㎜的圆钢做防倒拉筋，使用木背板刹顶背帮，背板规格：1200×50×100mm。
2、金属网：采用14#钢丝编织的经纬网，网幅为1000×3000㎜，网孔为25×25㎜。网片之间采用搭接的方式，搭接长度为100㎜，相邻两片网之间要用14#铁丝绑扎，绑扎点要均匀布置，间距200㎜。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
3#煤层+1740运送顺槽采用凿岩机打眼、爆破的方法施工，炮眼深度1.75m，凿岩机选用YT28型，配Ф22中空六角合金钢钎杆，采用Ф32“一”字型钻头，沿煤层方向掘进，坡度用腰线控制。
掘进工艺流程：检查瓦斯、准备工作→拟定眼位→打眼→检查瓦斯→装药→放炮→检查瓦斯→解决顶板→装煤、运送→清理巷道→架棚
轮尺时，将周边眼的中心布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上，炮眼眼底应稍向轮廓线外偏斜100～150㎜，为下一循环打眼时留够凿岩机的工作空间。
第二节 掘进方法
采用打眼放炮的方法进行掘进。
一、打眼机具：
采用YT28 型风钻打眼，风源来自地面空压机。空压机为开山牌螺杆压缩机，型号为LGH-20/8G，容积为20 m3/min，额定排气压力0.8Mpa 最大功率132KW。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷煤壁、开放水幕。
第三节 爆破作业
一、炸药、雷管
使用三级煤矿许用乳化炸药（φ35×200g）、毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms。
二、装药结构
正向装药结构。
三、起爆方式
起爆使用MFd-100型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联线。
3#煤层+1740运送顺槽爆破说明书
序号
炮眼
名称
炮眼
编号
炮眼
个数
炮眼
深度
装药量
爆破
顺序
联线
方式
Kg/眼
小计/kg
1
掏槽眼
1-5
5
2.0
0.6
3.0
Ⅰ
串
联
3
辅助眼
6-9
4
2.0
0.45
1.8
Ⅱ
4
周边眼
10-22
13
2.0
0.2
2.6
Ⅲ
5
底 眼
23-29
7
2.0
0.6
4.2
Ⅳ

合 计

29

11.6

第四节 装、运煤方式
一、装煤方式
掘进施工中，放炮落下的煤，人工用大锹装入矿车，将轨道延伸到工作面，装满的矿车用人工推至顺槽开口处，通过石门将煤运送到煤仓或地面。
二、运送方式
施工中采用1吨标准矿车装煤，矿车装满煤后由人工推至车场用地面绞车提高至地面，然后人工推运并把煤倒入指定地点。
第五节 管线及轨道敷设
在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置规定吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50㎜。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距工作面20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距工作面5～10m。
工作面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10㎜，不小于5㎜；轨道间隙不超过10㎜，内错差不大于5㎜；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
重要设备及工具配备情况表
序号
设备、工具名称
型号规格
功率/KW
单位
数量
备 注
1
局部通风机
FBD№5.0/7.5×2
2×7.5
台
2
1台使用、1台备用
2
绞车
JTB-0.8
22
部
1

3
风钻
YT28

部
3
备用1部
4
风动潜水泵

台
2
备用1台
5
风 镐

台
3
备用1部

第五章 劳动组织及重要技术经济指标
第一节 劳动组织
采用天天“三·八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，掘进每班一个循环，每一个循环进尺1.5m。采用专业和固定工序作业方式，最大限度实现掘进与架棚平行作业。
劳 动 组 织 表
序号
工种
小班
圆班
备 注
1
打眼工
2
6

2
爆破工
1
3

3
井下信号工
1
3

4
水泵工
1
3

5
班 长
1
3

6
跟班队长
1
3

7
地面信号工
1
3

8
地面运搬工
2
6

9
绞车工
1
3

11
33

第二节 循环作业图表
为保证正规循环作业的完毕，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，以充足运用工作时间，提高工时运用率。
第三节 重要技术经济指标
技 术 经 济 指 标 表
序号
项目
单位
指标
备注
1
每班在册人数
人
11

2
每班出勤人数
人
10

3
出勤率
%
97

4
循环进尺
m
1.5

5
日进度
m
3.0

6
月进度
m
90

7
效 率
m/工
0.12

8
月循环次数
个
75
按25天/月计算
9
循环率
%
86.7

第六章 生产系统
第一节 通风系统
一、工作面有效风量计算：
1、掘进工作面风量计算：
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定规定分别进行计算，并必须采用其中最大值。
按瓦斯涌出量计算
Q掘= 100·q掘·K掘通
= 100×0.2×1.5
=30m3/min
式中：Q掘—— 掘进工作面需风量，m3/min；
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.2m3/min。
按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4·N
= 4×16
=64m3/min
式 中：Q掘—— 掘进工作面需风量，m3/min；
N——掘进工作面同时工作的最多人数，为16人；
按一次爆破最大装药量计算
Q掘=7.8×÷T（m3/min）=144m3/min
Q掘—掘进工作面一次爆破实际需要的风量，m3/min；
T－爆炮后巷道的通风时间 一般取20－30min
A－同时爆破的炸药量（12.2Kg）
S－巷道的掘进断面（7.1㎡）
L－掘进巷道通风长度（取410m）
K－淋水系数 工作面涌水在1m3/h～15 m3/h间的淋水系数可取0.8～0.15 取中间值0.5
按局部通风机吸风量计算：
Q掘=Q扇-（K循×Q扇）
=200－（1.2×200）=176m3/min
式中：K循——1.2 风筒最大漏风率15％时的系数；
Q扇——掘进工作面所需风量，取、、所计算出的最大值。
按风速进行验算（Q掘=60VS）
15×S掘<Q掘<240×S掘
式中：S掘——掘进工作面断面积，S掘＝6.8㎡
Qmin=60×0.25×S掘=0.25×60×6.8=141.6m3/min
64m3/min＜141.6m3/min ＜=176 m3/min
通过以上计算及验算，取最大值172m3/min，+1740车场现有局扇为对旋轴流式通风机，型号为FBD№5.0/7.5×2，功率为2×7.5KW，额定风量为170～260m3/min，其风量可满足掘进工作面的风量规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。
二、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
局部通风机应安装在+1740车场距离副井30米以外的地方，配备φ600的阻燃、抗静电胶质风筒。
2、通风系统
局部通风机→+1740集中运送石门→工作面→+1780回风石门→风井→地面。
第二节 压风系统
风源来自地面空压机，供风量为20 m3/min，功率为132KW，风管经副斜井井筒接至工作面附近，风管采用4寸钢管。
第三节 防尘系统
防尘水源来自地面水池，分别用2寸钢管和1寸胶管接至迎头，每百米设三通一个，工作面外设四道喷雾。在工作面外6～20m内安设爆破喷雾。距迎头50m内设一道能封闭全断面的常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷煤壁，净化风流等综合防尘措施。
第四节 防灭火
灭火器材置于工作面，应保持完好，并有明显的标志，消防供水管路系统使用施工用水管路，重要采用如下防火措施：
1、工作面不准存放易燃物如油类、棉纱，坚持入井检身制度，严禁明火入井。
2、加强供电管理，井下机电设备严禁有失爆现象，严格执行停送电制度。
4、工作面只能用风泵排水，严禁使用电泵排水。
5、严禁穿化纤衣服下井，入井人员必须佩戴自救器。
6、万一工作面发生瓦斯、火灾事故，要听从跟班干部指挥，按避灾路线，迅速撤退，并及时向矿调度室报告。
7、当不能撤离灾区时，要运用风筒、工作服搭风障，阻止和减少有害气体进入，并用压风管供新鲜空气，并及时发出呼救信号以便与外界联系，耐心等待营救。
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、队长、技术员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1%）必须进行解决。
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，当报警时，停止工作，进行解决。
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、掘进工作面甲烷传感器安设在距工作面不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内所有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300㎜，距巷帮不得小于200㎜。
第六节 供电系统
施工电源来自地面6KV变电所，井下主电缆为3×16+1，电压为660V。电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50㎜。配电点设立在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。
第七节 排水系统
根据有关资料，最大涌水量3.5 m3/h，施工中在井下设立1台风动潜水泵，直接将工作面涌水排至地面。排水管道采用3吋塑料管。
第八节 运送系统
空车由地面→副斜井井筒→+1740车场→+1740集中运送石门→+1740运送顺槽
重车由工作面→+1740运送顺槽→+1740集中运送石门→+1740车场→副斜井井筒→地面→翻入指定地点。
第九节 通迅系统
井下掘进工作面附近设有电话，可以直接和地面和风井绞车房联系。
第七章 安全技术措施
第一节 “一通三防”管理
一、通风及瓦斯管理
1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其别人员不得随意停开。
2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于10m，以保证工作面有足够的风量，风筒漏风率不超过3％。
3、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转。自动停电时，要撤出人员，待查明因素，确认安全后再启动。
4、因检修，停电等因素停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工启动局部通风机。
5、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。
6、掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，采用措施，进行解决，并向矿调度室报告。
7、掘进工作面风流中瓦斯浓度达成1%时，必须停止用电钻打眼，放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达成1%时，严禁放炮。
掘进工作面风流中瓦斯浓度达成1.5%时，必须停止工作、撤出人员，切断电源，进行解决。
8、通往掘进工作面的巷道内局部地点积聚瓦斯浓度达成2%时，体积大于0.5m3，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行解决。
9、建立瓦斯、CO2检查制度：掘进工作面瓦斯浓度检查，设专人随时检查，每次检查结果都必须记入记录手册，并在工作面瓦斯牌上填写清楚，瓦斯浓度超过规定期，瓦检员有权责令停工、撤人、停电。
二、防尘管理
1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。
2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。
3、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时启动喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。
4、掘进工作面的回风口混合风流处20m 内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。
5、工作面安装风动爆破喷雾，爆破时降尘。
6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。
7、防尘管路必须接至迎头，每100m设三通一个，以便及时降尘。
三、防火管理
灭火器材置于工作面，应保持完好，并有明显的标志，消防供水管路系统使用施工用水管路，重要采用如下防火措施：
1、工作面不准存放易燃物如油类、棉纱，坚持入井检身制度，严禁明火入井。
2、加强供电管理，井下机电设备严禁有失爆现象，严格执行停送电制度。
3、耙矸机前只能用风泵排水，严禁使用电泵排水。
4、严禁穿化纤衣服下井，入井人员必须佩戴自救器。
5、万一工作面发生瓦斯、火灾事故，要听从跟班干部指挥，按避灾路线，迅速撤退，并及时向项目部报告。
6、当不能撤离灾区时，要运用风筒、工作服搭风障，阻止和减少有害气体进入，并用压风管供新鲜空气，并及时发出呼救信号以便与外界联系，耐心等待营救。
第二节 顶板管理
1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。
2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼定炮过程中应排除隐患。
3、找顶工作必须遵守下列规定：
①找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观测顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观测人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。
②找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其别人员进入。
③找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。
④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应一方面设立临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。
4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长一方面巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板等情况，可在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。
5、巷道当过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要一方面在迎头外顶板完整处支设三架棚，使上前探支架和防倒铁路镢子后，方可采用架棚支护向前掘进，现场要备足不少于5架棚的物料。
第三节 爆破管理
1、掘进工作面所有爆破人员，涉及爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）和“三人联锁”的放炮制度。
3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”（拉线、设立警标、吹哨）和“三人连锁”制度。
4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。
6、掘进工作面应全断面一次性起爆，严禁使用2台发爆器同时进行爆破。
7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
9、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:
必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时本地需要数量为限。
装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。
电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须所有插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
10、装药前，一方面必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运送设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。
11、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、封泥局限性或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮、非发爆器起爆。
12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列规定：①炮眼深度小于 0.6m时，得