突出煤矿掘进作业规程.doc

目录
第一章 概况 1
第一节 概 述 1
第二节 依 据 1
第二章 地面位置及地质情况 2
第一节 地面相对位置及邻近采面开采情况 2
第二节 煤(岩)赋存特征 2
第三节 地质构造 2
第四节 水文地质 2
第三章 巷道布置及支护说明 2
第一节 巷道布置 2
第二节 矿压观测 3
第三节 支护设计 3
第四节 支护工艺 3
第四章 施工工艺 5
第一节 施工方法 5
第二节 掘进方式 5
第三节 爆破作业 7
第四节 装载与运输 7
第五节 管线铺设 8
第六节 设备及工具配备 9
第五章 生产系统 9
第一节 通 风 9
第二节 压 风 10
第三节 供 水 10
第四节 供 电 11
第五节 排 水 11
第六节 运 输 11
第七节 安全监测 11
第八节 综合防尘 12
第九节 通讯和信号 13
第六章 劳动组织与主要技术经济指标 13
第一节 劳动组织 13
第二节 作业循环方式 14
第三节 主要经济指标 15
第七章 安全技术措施 16
第一节 一通三防 16
第二节 先探后掘 19
第三节 巷道开口及岔口处理 20
第四节 炮掘措施 21
第五节 综掘措施 23
第七节 支护及出货 26
第八节 工程质量及顶板管理 28
第九节 过断层、围岩破碎带 29
第十节 过钻场措施 29
第十一节 机 电 30
第十二节 运 输 32
第十三节 防灭火措施 41
第十四节 其它 44
第八章 避灾路线及灾害应急措施 45
第九章 救援预案及事故案例 46
附：火灾事故应急救援预案 46
附：冒顶事故应急救援预案 47

第一章 概况
第一节 概 述
一、巷道名称
22185回风巷。
二、巷道所处位置及相邻关系

22185回风巷掘进工作面位于22运输下山以南，F108断层以北，西为22183运输巷，东为22185运输巷，顶部为22151工作面采空区，相应地表位于上岩脚村。
三、掘进目的及用途
为满足22185工作面的辅助运输及通风需求。
五、巷道设计长度和服务年限
设计长度：722m（平距），
服务年限：12个月。
四、巷道性质
回采巷道。
五、施工方式
开口20m段采用打眼爆破方式掘进，其余地段采用EBJ-120TP型掘进机掘送。施工过程中，若遇断层岩石坚硬掘进机无法截割或因掘进机损坏无法截割时，采用打眼爆破方式掘进。
六、支护方式
永久支护：采用4.7×3.3米金属U型棚支护。
临时支护：顶板采用液压伸缩器配合W钢带护顶，两帮采用斜撑点柱配合大板护帮，迎头挂防护网护壁。
七、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2010年9月上旬开工，预计2010年12月下旬完工。
第二节 依 据
一、工作面设计及批准时间
巷道施工的依据是《22185回采工作面施工设计图》。批准时间为2010年5月。
二、地质说明书及批准时间
巷道地质资料依据是《22185掘进地质说明书及附图》，批准时间为2010年5月。
三、相关的技术要求及安全措施编制依据
1、 《盘江煤电（集团）公司矿井防灭火管理规定》（公司安字【2006】11号）。
2、 《盘江煤电（集团）公司矿井生产技术管理若干规定》（公司发【2006】13号）。
3、 《盘江煤电（集团）公司工种操作规程》【2006】。
4、 《山脚树矿技术管理制度》（矿发【2008】31号）。
5、 《山脚树矿顶板管理制度》（矿发【2009】128号）。
6、 《煤矿安全规程》【2009】。
7、 《煤矿工人安全技术操作规程指南》。
8、 《煤矿质量标准化标准及考核评级办法（试行）》。
9、 《贵州省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》。
10、 《煤矿防治水规定》。
11、 《防治煤与瓦斯突出的规定》。
12、 其它国家相关法律法规。
第二章 地面位置及地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采面开采情况
地面相对位置及邻近采面开采情况见表1。

表1 井上下对照关系情况表
水平
二水平
工作面名称
22185回风巷掘进工作面
井区
北井
工作面标高/m
1279.6～1303.2
地面位置
相应地表位置为上岩脚村
四邻关系
22185回风巷掘进工作面位于22运输下山以南，F108断层以北，西为22183运输巷，东为22185运输巷，顶部为22151工作面采空区。
邻近采掘情况对其的影响
22183采空区的水对其有影响。
第二节 煤(岩)赋存特征
煤岩层赋存特征见表2、表3。
表2 煤层特征表
项目
指标
备注
煤层厚度（m）
2.8～3.0

煤层倾角（°）
9～13

煤层硬度 f
0.8

煤层层理(发育程度)
发育

煤层节理(发育程度)
发育

表3 煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度(mm)
岩性
顶板
老 顶
细砂岩
3000
细砂岩、较硬
直接顶
粉砂岩
3000～8000
粉砂岩和菱铁质粉砂岩
伪 顶
片状泥岩
50～100
泥岩和粉沙质泥岩，质软
底板
直接底
泥 岩
300～500
泥岩和粉沙质泥岩，质软
老 底
粉砂岩
300～1600
泥质粉砂岩和粉沙岩

第三节 地质构造
根据现有资料分析，预计在掘进过程中会遇到F1 、F3 、F73条断层，落差分别为0.8m、1.2m、2.5m，见《22185工作面掘进地质说明书及附图》,掘进期间实行“边探边掘，先探后掘”。
第四节 水文地质
该巷道沿22183运输巷留有4米煤柱掘进，为沿空掘巷，掘进期间需加强对22183采空区积水的探放工作。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
待22185回风联巷与22183运输巷贯通后， 在22183运输巷的A点 (坐标X=2864653.227,Y=35452339.625)以193°15′18″的方位，沿18#煤层底板掘送42m到B点(坐标X=2864612.359,Y=35452331.660)换向，换向后以200°30′19″的方位，沿18#煤层底板掘送680m到D点(坐标X=2863092.078,Y=35452971.270)结束，总工程量722m(平距)。
附图1：工程平面图。
第二节 矿压观测
1. 矿压观测对象：A、C岔口、B拐点和22185回风巷。
2. 观测内容：顶底板相对移近量及两帮相对移近量。
3. 观测方法：巷道从开口起设置观测点，其中A、B岔口各设置1个，并作为重点观测区域。从A岔口处往里每隔50m设置1个，遇到巷道压力大地段每隔5m设置一个观测点。每个观测点设置一个观测断面，并记录好初始观测值L1、L2、H1、H2。初期每天观测一次，巷道压力稳定后，每5天对巷道顶板和底板及两帮的相对移近量进行测量并读数观测，直到巷道施工完毕。
4. 观测的工具为5m的钢卷尺、线绳、记录纸等。
5. 将收集的数据进行分析，总结其矿压显现规律。
附图2：矿压观测点布置示意图。
第三节 支护设计
一、岔口支护：
1. 岔口采用锚网梁索联合支护。锚杆间、排距为700×700mm，锚索间、排距为1400×1400mm，呈4-0-4布置。
2. 锚杆：锚杆为φ20-2500全螺纹钢树脂锚杆。
3. 锚索：岔口及岔口2m范围内使用长度为8m、φ17.8mm的锚索。
4. 托盘：锚杆托盘采用规格为140×140×8mm的方形预应力托盘，锚索托盘采用直径为260mm的铸铁圆形托盘。
5. 锚梁：锚梁采用12#圆钢制作，锚梁孔眼距为0.7m，顶锚梁长5.7m，帮锚梁长度根据现场实际情况选用。
6. 铁丝网：铁丝网采用10#铁丝编制，规格为10×0.9m，网孔规格为50×50mm，施工时根据现场需要将其分成大小适当的网片。
7. 锚固剂：锚固剂型号为MSK2335，锚杆使用3支，锚索使用5支。
8. 螺帽：螺帽为M20×30mm的预紧力螺帽，锚索的锚具规格为KM18-1。
二、巷道支护
1. 巷道下净宽4.7m，净中高3.3m，断面面积为12.5m2。
2. 采用规格为下净宽×净中高＝4.7×3.3m金属U型棚支护。
附图3：支护平面、断面图。
附图4.1～4.4：A、B岔口支护平、剖面图。
三、支护材料
1. 棚子的材质为29＃U型钢。
2. 卡子采用厚度14mm的A3钢板制作，宽度为100mm。
3. 撑木必须选用直径大于50㎜的圆刹杆。
4. 铁丝网采用10#铁丝编制，规格为10×0.9m和10×0.7m两种，网孔规格为50×50mm，施工时根据棚距不同选择相应规格的铁丝网，并根据现场需要将网分成大小适当的网片。
四、支护参数
1. 棚距为0.7m，遇断层及围岩破碎地段支护棚距为0.5m，架棚支护梁腿搭接长度为0.4m、卡缆间距为0.36m。
2. 金属网搭接长度为100mm，每隔200mm用12#铁丝双排交叉纽结连网。
第四节 支护工艺
一、 临时支护
1. 围岩较完好地段顶板采用两台液压伸缩器配合两块W钢带及铁丝网临时支护，两帮采用圆木配合大板打设带帽点柱临时支护，迎头煤壁采用油丝绳网配合点锚临时支护。
2. 围岩破碎地段顶板及两帮采用铁穿楔临时支护，迎头煤壁采用油丝绳网配合点锚临时支护。
一） 临时支护材料及规格
1. 液压伸缩器采用MYT-150SK型锚杆机改制而成，最大支撑高度3550mm；泵站采用MYT-150型液压锚杆机泵站，一台泵站同时供两台液压伸缩器使用。
3. W钢带每块长2.5m，宽0.3m，中部焊接一个锚杆锤，以确保W钢带与液压伸缩器可靠连接。
4. 防护网采用φ6.2mm的油丝绳编制，规格为长×宽＝5.0×2.5m，网孔规格为200×200mm。在防护网的顶端每隔200mm设置1个挂钩以便与顶板永久支护的铁丝网连接。
3. 圆木直径不小于160mm，长度为1.5～2m，根据现场情况选用，大板厚度不小于50mm，规格为长×宽＝1.3×0.15m。
4. 点锚采用长度0.5m的螺纹钢锚杆，并配套规格为长×宽＝300×300mm的点锚板及螺帽压住油丝绳网贴紧迎头煤壁。
5. 铁穿楔采用2吋铁管或15Kg/m的旧铁轨制作，一端切割成斜口尖状，长度1.5m，施工间距不得大于0.3m。
二）临时支护工艺及要求
1． 每循环割煤结束后，将掘进机从迎头退出2～3m，停止掘进机运行，将掘进机馈电开关打到“0”位并闭锁。
2． 将事先拆分好的铁丝网与永久支护时铺好的铁丝网进行连接，连网时采用14#铁丝每隔200mm扭结一道，铁丝网的搭接长度不得小于100mm。连网前必须对迎头帮顶的活矸危岩进行彻底找掉。
3． 网连好后，将液压伸缩器摆放到适当位置，然后装好W钢带并固定好，最后启动液压伸缩器上升使W钢带撑紧顶板。
4． 上升液压伸缩器前，人员必须站在支护完好的地点采用长柄工具将连好的铁丝网撑至顶板，然后上升液压伸缩器使W钢带压住铁丝网并紧贴顶板。
5． 第一台液压伸缩器支护好后，及时施工第二台液压伸缩器，待两台液压伸缩器全部施工结束后，方可在临时支护后方施工永久支护。
6． 施工临时支护时分两次进行，先施工第一个循环，将W钢带支设在待施工的永久支护前方0.3米的位置，然后架设第一架棚子永久支护后，再按上述施工顺序进行第二次顶板临时支护。
7． 第二次顶板临时支护施工好后，及时对迎头施工防护网临时维护，以防迎头片帮。
8． 施工好迎头煤壁的防护网后，及时将两帮临时支护施工至迎头，然后施工第二次永久支护。
9． 两帮临时支护的斜撑圆木点柱距永久支护的距离不大于0.8m，每帮施工每次施工一棵，随架棚支护前移。圆木必须撑紧护帮大板，圆木与大板存在空隙时必须采用大头木楔进行加紧。
10． 两帮临时支护安设大板时，上端与顶板临时支护的钢带下端不得大于0.3m，下端距巷道底板的距离不得大于0.8m。若因大板长度不够时，必须更换使用长度适合的大板。
11． 液压伸缩器的工作压力为8～12MPa。
12． 支设的液压伸缩器必须保证有合理的迎山角度。
13． 支设W钢带时必须将支设范围顶板找平，支设在巷道顶板的平整部位，使W钢带紧贴岩面，并保证W钢带与巷道顶板有最大的接触面积。迎头防护网挂好使用斜撑木打设牢固。
14． W钢带支设的位置距永久支护的距离必须大于永久支护棚距的位置且必须压住铁丝网，以确保永久支护的空间。
15． 所施工的顶板临时支护必须待临时支护范围的永久支护结束，方可进行前移临时支护或进行下一循环作业。
16． 防护网周边必须挂到帮顶的铁丝网上。防护网与永久支护的铁丝网的搭接长度为200mm，采用点锚固定好防护网底端，防护网底端距巷道底板的距离不得大于0.8m。
17． 点锚杆眼采用煤电钻配合麻花钎杆施工，眼深必须控制好，注锚杆时不使用锚固剂，以便于锚杆的回收。
18． 围岩破碎地段采用铁穿楔临时支护时，穿楔从顶至帮施工至距巷道底板不大于1.0m的位置，若迎头片帮过大时，必须把铁穿楔加长。
19． 铁穿楔从迎头第一架棚子的棚梁上方及棚腿里侧穿入，尖端朝前采用大锤打入新暴露的煤（岩）壁，尾端靠在迎头后方第二架棚子的棚梁下方及棚腿外侧。
附图5.1、5.2：临时支护示意图。
二 永久支护工艺及要求
1. 所架设的棚子棚腿必须落到实底上。水平巷道严禁出现前倾后仰、里出外进现象；倾斜巷道迎山必须合理。
2. 所架设的棚子周边铺设一层10#铁丝网，围岩完整时，铁丝网铺设到下卡位置，围岩破碎时，铁丝网必须全断面铺设。
3. 所架设的棚子每架使用6个卡子，中间卡必须使用下卡子，且紧贴下卡安设。
4. 撑木必须打齐打牢，棚子帮顶用刹杆刹严背实，卡子螺丝用1m长的加力扳手扭紧。
5. 顶板破碎、压力大的地段，迎头10m范围内的棚子用8＃铁丝配合2吋铁管绑设好防倒装置，防倒装置不拆除。
三、支护参数参考表（见表5）
表5 架棚支护参数参考表
项目
质量标准
部位
规格
巷道净宽/mm
-30～＋100
全宽
4700
巷道净高/mm
-30～＋50
全高
3300
棚距/mm
±100

700/500
梁腿搭接/mm
≤40

400
卡距/mm
±30

360
支架扭矩
≤100mm

铁丝网搭接/mm
100

第四章 施工工艺
第一节 施工方法
开口20m地段采用打眼放炮的方式掘送，其余地段采用EBJ-120TP型掘进机掘送。施工过程中，若遇断层岩石坚硬掘进机无法截割或因掘进机损坏无法截割时，采用打眼爆破方式掘进。
第二节 掘进方式
一、施工方式：
一）炮掘：
1. 施工工艺流程 ：
交接班→检查瓦斯及安全隐患排查→检查前探孔超前距离→检查瓦斯→打眼→检查瓦斯→装药、连线→检查瓦斯→爆破→检查瓦斯及安全隐患排查→临时支护→出货→永久支护→进入下一循环。附图6.1：炮掘工艺流程图。
2. 煤巷部分采用煤电钻打眼，岩巷部分采用风钻打眼。
3. 正常掘进时炮眼深度为1.6m，循环进度为1.4m，爆破效率为87.5％；巷道开口5m范围及断层带掘进时，炮眼深度为0.7m，循环进度为0.7m，爆破效率为100％。
4. 钻爆工序要求：
1) 打眼前，必须详细检查迎头10m范围内的支护情况，发现问题必须及时处理完毕确保安全可靠后方可进行打眼。
2) 必须按炮眼布置图所示的炮眼位置进行打眼。
3) 严禁打眼与装药平行作业，严禁在残眼内打眼。
4) 打眼施工必须坚持湿式作业，严禁干打眼。
5) 爆破要严格执行“一炮三检查”和“四人联锁爆破”制度。
6) 爆破采用正向装药，大串联连线方式，使用8号毫秒延期电雷管，三级煤矿许用乳化炸药，并使用好黄泥和水炮泥。
7) 爆破前，必须在迎头往外设置岗哨，站岗截人，直巷100m，转弯巷道75m。
附图9：岗哨布置示意图。
二）综掘
1、掘进施工方式
1) 采用EBJ－120TP掘进机沿18＃煤层切割并自行装煤，由刮板输送机配合胶带输送机运至煤仓。
2) 施工工艺流程：交接班→检查瓦斯及安全隐患排查→铺设刮板输送机→检查瓦斯→进刀割煤出货→敲帮问顶→临时支护→永久支护→进入下一循环。附图6.2：综掘工艺流程图。
3) 顶板完好时掘进循环进度为1.4m，顶板破碎时掘进循环进度为0.7m，掘进机割完煤后永久支护必须紧跟迎头。
4) 掘进机切割工艺：
掘进机采用横向往复式截割，切割时将截割头调至巷道中，由巷道右下角开口进刀，左右摆动先割出槽窝，然后由下到上进行截割，进刀深度以0.7m为宜，待截割完毕永久支护结束后，再进行下一个循环。
2、掘进机工作特点：
1) 破岩：截割头上有镐形截齿，截割头截入工作面后，旋转切削，利用截割臂自身的上下、左右和伸缩达到截割全断面的目的。由主司机掌握巷道右侧的切削量，由副司机掌握巷道左侧的切割量，副司机站在掘进机左侧机身后方。
2) 装运：采用掘进机自身装载机装载，桥式胶带输送机转载至后方SGW-40(改)刮板输送机，再由SGW-40(改)刮板输送机转载于SSJ－800胶带输送机外运。
3) 行走：采用履带行走，行走方向与巷道中心一致，行走速度为3m/min和6m/min。
4) 驱动：电动和液压系统。
5) 除尘：采用内外喷雾装置降尘，内喷雾水压不低于3Mpa,外喷雾水压不低于1.5Mpa。
6) 掘进时，若煤层底板起坡时，应抬高截割头，使之稍高于装载铲板前沿，当掘进机前进时，装载铲板要稍抬起。
7) 掘进时，若煤层底板需降坡时，应将铲板前方截割深些，浮煤必须清空，铲板落到巷道底板一致时方可正常作业。
3、截割
1) 每班开工前，先检查好掘进机完好情况及迎头支护情况，待所需材料准备到位后，开始掘进。
2) 掘进机的截割顺序：首先在断面的左下角钻进开切，当达到预定的进度后，沿底板掏窝槽。
开出一个下方自由面，接着往上一段步距横扫切割第一条带。
由此自下而上一条带一条带地切割，直到巷道顶部，最后挑顶。
刷帮。
清底。
完成一个截割循环。
3) 若掘进过程中，煤层松软或掘进瓦斯涌出量大，应采用从上往下的截割方式进行截割，防止迎头突然垮塌造成煤体瓦斯大量释放。（详见附图10：掘进机截割程序示意图 ）
4) 每循环截割深度在顶板完好时不得大于1.4m，围岩破碎时不得大于0.7米。
5) 使用掘进机前，首先要对工作面环境进行检查或检测，如支护情况、顶帮情况、瓦斯浓度、撤退路线等。其次，要检查掘进机的各个系统是否完好、正常，若有一项不完好、不正常，都不能开机使用。
6) 开动掘进机前，必须先鸣响报警，打开照明灯，发出警告信号。只有当掘进机机身往里除司机外无其他人员后，方可开动掘进机。掘进机作业期间，严禁人员站在掘进机机身往里及刮板输送机工作范围以及转载带式输送机下方。
7) 行走过程中，必须由专人看护电缆，防止压坏电缆。掘进机机身两侧及前方严禁有人，且有专人指挥；调向时，速度必须缓慢。
8) 掘进机开闭电气控制的专用工具必须由专职司机保管，司机离开操作台，必须断开电气控制回路和掘进机隔离开关，一旦发生紧急情况必须用紧急停止开关立即切断电源。
二、掘进装载运输方式
炮掘采用人工出货、综掘采用掘进机自行装货，刮板输送机配合胶带输送机运输。
第三节 爆破作业
1. 炮眼布置。附图7.1、7.2：炮眼布置图。
2. 装药方式：正向装药。附图8.1、8.2：装药结构图。
3. 爆破条件见表5。
表5 爆破条件表
名 称
参数或规格
名 称
参数或规格
掘进断面/m2
14.2
炮眼利用率/％
93.75
掏槽方式
斜眼掏槽
炸药消耗量/（kg/m)
14.6
循环进度/m
1.4
雷管消耗量/（个/m）
26.43
炸药种类
三级乳化炸药
雷管
8号毫秒延期电雷管，1、3、5段三种
第四节 装载与运输
一、 装载与运输方式
1. 煤（矸）装载：由掘进机装载部自行装煤，巷道边角掘进机无法装载的货，待掘进机桥转通过时，再由人工攉入掘进机的桥转内。
2. 煤（矸）运输：施工的煤（矸）由刮板输送机及胶带输送机运输。
3. 材料及设备运输：材料及设备由绞车、蓄电池机车、人工运输。
4. 人员运输：人员由皮带主井架空人车运输至1370行人通道，然后步行到施工地点。
二、装载运输设备
装载运输设备见表7
表7 装载运输设备表
序号
名称
型号
数量
单位
安装位置
运输距离（m）
1
掘进机
EBJ-120TP
1
台
22185回风巷

2
刮板输送机
SGW-40(改)
1
台
22185回风巷
60
3
胶带输送机
SSJ-800
1
台
22185回风巷
700
1米胶带
1
22运输下山
60
强力胶带
1
22运输下山
600
4
绞车
2.5米绞车
1
台
北副井
720
JY－6
1
22轨道下山
580
JD-11.4
1
22上部车场
50
5
机车
8T
1
辆
1370车场、1370运输石门
1500
第五节 管线铺设
一、各类管线的布置及要求
1. 风、水管采用油丝绳捆绑吊挂在巷道左帮的棚子上，每隔5m吊挂一道，悬挂高度为1.2m，距迎头的距离不得大于20m。
2. 电缆吊挂在巷道的左帮，距底板的距离为1.8 m，从上往下必须按监测、通讯、信号、低压、高压的顺序布置，高压与低压吊挂间距为100mm，信号线与高压吊挂间距为300mm，且必须悬挂在电缆钩上，电缆钩每隔5m布置一个，每钩只准挂一根电缆。
3. 瓦斯管采用油丝绳捆绑吊挂在巷道右帮的棚子上，每隔5m吊挂一道，悬挂高度为0.5m。
4. 排水管采用钢丝绳捆绑吊挂在巷道左帮的棚子上，每隔5m吊挂一道，吊挂高度为0.5m。
5. 管线的铺设方式见表8
表8 管线的铺设方式
序号
名称
规格型号
铺设距离（m）
1
风管
4吋
722
2
水管
4吋
722
3
电缆
70mm2
722
6mm2
722
4
瓦斯管
PVC8吋
722
5
排水管
4吋
722
第六节 设备及工具配备
设备及工具配备见表9
表9 设备及工具配备
序号
名称
型号
单位
数量
1
掘进机
EBJ-120TP
台
1
2
刮板输送机
SGW-40T改
台
1
3
胶带输送机
SSJ-800
台
1
4
液压伸缩器
MYT-150
台
3
液压锚杆机
MYT-150
台
2
5
风煤钻

台
2
6
煤电钻
ZM-15T
台
2
7
局部扇风机
FBD№7.1/2×45kW
台
2
8
控制开关
QBZ-200
台
3
QBZ-120
4
QBZ-200
3
9
馈电开关
KBZ-630
台
1
10
综保
ZZ8L-2.5
台
3
11
电话
KTH13
部
2
12
激光指向仪

台
1
13
风动扳手

台
1
14
镐

把
10
15
锹

把
10
16
锤

把
1
17
长柄找掉工具
长2.5米
把
1
18
张拉千斤顶

台
1
19
潜水泵
QBK30/30
台
2
第五章 生产系统
第一节 通 风
一、通风方式与供风距离
掘进工作面采用FBDNO7.1/2×45KW局部通风机压入式通风，最大供风距离750m。
二、 掘进工作面风量计算
1、 按瓦斯涌出量计算Q掘－i＝125×qCH4掘－i×k掘－i＝125×1.8×1.6＝360m3/min
式中 Q---工作面实际需要风量，m3/min；
125---单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算值；
q---工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；（通风区提供）
k---工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6。
2、 按局部风机的实际吸风量计算
Q掘－i＝Q扇 -I×I=550×1＝550m3/min
式中 Q掘－i ---工作面实际需要风量，m3/min；
Q扇 -I ---工作面局部风机的实际吸风量，m3/min；
I---工作面同时通风的局部风机台数；
3、 按人数计算
Q掘－i＝4×N ×k＝4×25×1.2＝120m3/min（交接班时）
式中 Q---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---工作面同时工作的最多人数；
k---备用系数，一般取1.2。
4、确定工作面实际需要风量：
确定工作面实际需要风量360m3/min
5、工作面的风量、风速测算
（1）根据巷道断面12.5m2掘进工作面实际需要风量360m3/min，验算出巷道风速：
V =Q/S=360/（12.5×60）=0.48m/s
式中 V---巷道风速；
Q---巷道风量；m3/min；
S---巷道断面积，m2；
按最低风速验算，工作面最低风量
Q掘－i≥0.25m/s×60s×S掘－i＝0.25m/s×60s×12.5m2＝187.5m3/min
按最高风速验算，工作面最高风量
Q掘－i≤4m/s×60s×S掘－i＝4m/s×60s×12.5m2＝3000m3/min
（2）根据《煤矿安全规程》中第一百零二条规定：掘进中的煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速为4m/s，实际计算风速为0.48m/S，符合《煤矿安全规程》。
（3）风机吸风量为550m3/min，百米漏风率按3％计算，最大通风距离为770m，通过计算，Q漏＝（770÷100）×550×3％＝127.1m3/min。
（4）Q吸= Q需＋Q漏=360＋127.1=487.13/min。（Q吸为风机最低吸入风量）。
（5）所选风机额定吸风量为550 m3/min，取Q额=550m3/min＞487.1m3/min。
（6）风机安设地点为22183运输巷，实际断面为13.5㎡，根据《煤矿安全规程》规定巷道过剩风速≥0.25 m/s.过剩风量不小于Q余=V余×S×60=0.25×13.5×60=202.5 m3/min，请通风区进行风量调整保证巷道过剩风量≥202.5m3/min。
（7）综合上述计算，选用两台FBD№7.1/2×45kW的风机对掘进工作面供风，一工作、一备用。
（8）局部通风机安设在22185回风联巷与22183运输巷岔口往外大于10米的新鲜风流中，所选用的风筒直径为800mm。
附图11：通风系统示意图。
第二节 压 风
压风风源来自地面、1370运输石门及22轨道下山的移动压风机，掘进工作面压风来自22轨道下山移动压风机，铺设4吋铁管通过22184瓦斯预抽巷、22运输下山、22183运输巷，然后进入掘进工作面，压风管路从该巷道开口点起每隔50m设置一个三通及阀门。
附图12：压风系统示意图。
表10 压风设备技术参数
序号
设备名称
型号
数量/台
管径/mm
压风/MPa
安设位置
1
压风机
MG-20/8-132G
2
101.6
0.5
地面、22轨道下山
2
SM-5132A
1
101.6
0.5
1370运输石门
第三节 供 水
掘进工作面水源来自地面净化水池，供水系统经北副井、1457回风石门、12回风上山、22运输下山、22183运输巷，然后进入掘进工作面。供水管路从该巷道开口点起每隔50m设置一个三通及阀门，并配有20m长的软管与之连接，作为消防管路备用，通风区定期洗尘，防止煤（岩）尘堆积、飞扬。迎头、各转载点后方要单独安设三通和阀门。
附图13：供水系统示意图。
第四节 供 电
详见22185回风巷掘进供电设计。
第五节 排 水
1. 该巷道沿22183运输巷留4米煤柱掘进，掘进期间需对22183采空区内的积水进行排放。
2. 掘进期间，每班必须对22183采空区进行探放水。
3. 探放水采用煤电钻配合防突钎杆进行，先从底板往上1.5米处往前方打透老巷，若水压过大，排放至压力小后，再从底板往上1m处再打钻孔进行放水。
4. 掘进期间，必须将巷道内的水沟清理畅通，设好水泵完善排水系统。工作面的排水设备及管路必须确保完好，并有备用水泵，有故障时必须及时处理。
5. 掘进期间,必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘”的防治水原则。
附图14：排水系统示意图。
第六节 运 输
1. 运煤（矸）系统：
22185回风巷（1台刮板输送机、1台胶带输送机）→22183运输巷（1台刮板输送机）→22运输下山（2台胶带输送机）→22煤仓。
2. 材料设备运输系统：
地面工业广场→北副井（２.５米绞车）→1370井底车场（蓄电池机车）→1370运输石门（蓄电池机车）→22上部车场（蓄电池机车）→22轨道下山（JＹ-６绞车）→22184瓦斯预抽巷（人工搬运）→22运输下山（人工搬运）→22183运输巷→22185回风巷迎头（人工搬运）。
3. 人员运输系统：
皮带主井→1370车场→1370运输石门→22上部车场→22轨道下山→22184瓦斯预抽巷→22运输下山→22183运输巷→掘进工作面。
附图15：运输系统示意图。
第七节 安全监测
1. 在22185回风巷掘进工作面距迎头3-5m范围，距巷道顶板0.3m，距帮不大于0.2m的位置。设置第一台瓦斯浓度传感器（T1），其断电值为大于或等于0.8％；报警值为大于或等于0.8%；在22185回风巷与22185回风联巷岔口往里10～15m处设置第二台瓦斯浓度传感器（T2），其断电值为大于或等于0.8％；报警值为大于或等于0.8%；在22185回风巷与22185回风联巷岔口回风侧往外10～15米处设置第三台瓦斯浓度传感器（T3），其断电值为大于或等于0.8％；报警值为大于或等于0.8%。
附图19.1～19.3：瓦斯监测分站供电系统示意图和瓦斯监测及断电范围示意图。
2. 断电范围： T1瓦斯浓度大于或等于0.8％时，切断工作面内所有动力电气设备电源；T2瓦斯浓度大于或等于0.8％时，切断工作面及回风流中所有动力电气设备电源；T3瓦斯浓度大于或等于0.8％时，切断工作面及回风系统中所有动力电气设备电源。只有在各监测点的瓦斯浓度均小于0.8％时，方可对工作面进行送电工作。
3. 瓦检员、安检员、班队长、电工及各级管理人员必须佩带便携式甲烷检测报警仪进入工作面。
4. 瓦斯传感器不能正常监控时，该掘进巷道必须停止工作，切断电源，设置栅栏，进行处理，只有恢复正常后，方可恢复作业。
5. 监测系统出现故障时，工作面及掘进巷道必须停电撤人，设好栅栏，只有待监测系统故障处理好后，方可恢复工作。
6. 甲烷传感器和其他传感器的安装、使用和维护严格执行通风区的相关规定。
7. 瓦斯传感器调校试验的规定：
1) 仪表调试必须由通风区专职人员负责，其他人员严禁乱动乱调，施工队组负责日常管理。
2) 调校前必须准备好调校工具、仪器、仪表、气样，检查供电电源是否符合标准要求。
3) 仪器调校
I) 零点校准。通入新鲜空气，让仪器稳定后，调准仪器零点。
II) 示值校准。通入校准气样，待仪器示值稳定后，进行调校，确保误差不超过允许范围。
4) 调校完毕后，符合标准的，地面通电24小时后方可下井；不符合标准者，及时进行更换或修理。
5) 调校周期为7天。
第八节 综合防尘
1. 工作面防尘供水水管采用工作面的供水管。
2. 防尘管路铺设时每隔50m设置一个三通阀门，并配备一根长不小于20m的软管与之连接，三通不得有漏水。
3. 4吋供水管距迎头不大于20米，且迎头配备一根长不小于20m、φ25mm的高压软管。
4. 净化水幕：
1) 在工作面20-30米范围内安设一道移动净化水幕装置，随工作面往前逐步移设。
2) 安设的净化水幕洒水时必须覆盖巷道全断面。
3) 净化水幕的阀门及所有连接处必须保证完好，不得有流线性漏水，阀门灵活好使。
5. 喷雾装置：
1) 喷嘴方向要与巷道风流方向相反。
2) 各运输转载点必须设置好喷雾装置，喷雾装置无水时，不得开动运输设备。
3) 各转载点的喷雾装置的喷嘴高度安在距转载点正中心350～400㎜的位置，且喷嘴必须正对转载点。
6. 每班对工作面附近50m进行一次洗尘工作，每圆班对工作面及胶带输送机巷进行一次洗尘工作。
7. 工作面要保持巷道湿润，走路时粉尘不飞扬，巷道内的风筒、水管、电缆、迎风风障、巷道底板的粉尘的堆积厚度5m范围内不得超过2mm。
8. 掘进工作面必须经常清洗积尘，避免煤（岩）尘积聚。
9. 作业人员必须使用好个人防护用品防尘。
10. 各台运输设备转载点都必须安设固定的U型喷雾洒水装置，喷咀堵塞或无水时，严禁开动运输设备。
11. 通风区必须按规定在工作面设置好移动净化水幕，移动净化水幕距迎头的距离不得大于30m。每次割煤前必须开启移动净化水幕降尘，割煤结束后方可关闭。
12. 施工前探钻孔时，必须坚持湿式作业，采用水排钻屑。因特殊原因不能采用水排钻屑时，必须采用外浇水降尘。
13. 掘进机的内外喷雾装置必须完好，水压达到要求（水压不小于3MPa）。喷雾装置不完好、水量、水压达不到要求禁止割煤。割煤过程中必须开启内外喷雾。
第九节 通讯和信号
1. 工作面及局部扇风机安设位置处必须安设能与矿调度室、北井调度室、绞车房、车场、变电所、煤仓、水仓等地点联系的通讯电话。
2. 电话机型号为KTH13型矿用本质安全型壁挂电话。
3. 工作面的电话必须随时保证能够正常使用，以便及时将工作面的各种情况汇报给相关部门。
4. 风机安设位置必须安设专用电话，且禁止串号使用。
附图16：通讯系统示意图。
5. 工作面运输设备的信号装置采用127V矿用防爆型声光组合信号装置。
6. 各台运输设备之间的信号装置必须确保独立使用，严禁2台以上的运输设备混用信号装置。
7. 所设置的信号必须灵敏、清晰可靠，其信号统一规定为“一停、二开”。
8. 掘进机启动前，必须发出电铃信号，且必须吹响哨子。
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
1. 作业方式：队组实行“三八”制作业。
2.掘进期间：炮掘每个小班组织1个正规循环，综掘每个小班组织2个正规循环，循环进度为1.4m。遇到顶板破碎或者断层带附近时，缩小循环进度为0.7m。
3.严格执行交接班制度：
1）各班交接班人员必须认真、严格执行交接班制度。
2）每个班必须由班队长统一领工，做到