煤矿采区运输巷作业规程.doc

作业规程目 录第一章 概 况3第一节 概 述3第二节 依 据4第二章 地面位置及地质情况4第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况4第二节 煤（岩）层赋存特征5第三节 地质构造5第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明6第一节 巷道布置6第二节 矿压观测6第三节 支护设计7第四节 支护工艺11第四章 施工工艺16第一节 施工方法16第二节 巷道的施工方式16第三节 装载与运输17第四节 巷道施工要求及管线布置18第五节 设备及工具配备18第五章 生产系统19第一节 通 风19第二节 压风系统22第三节 瓦斯防治23第四节 综合防尘23第五节 防灭火25第六节 安全监控25第八节 供、排水系统28第八节 运输系统28第九节 照明、通讯和信号28第六章 劳动组织与主要技术经济指标29第一节 劳动组织29第二节 循环作业30第三节 主要技术经济指标30第七章 安全技术措施31第一节 一通三防31第二节 顶 板34第三节 防治水37第四节 机电38第五节 运输43第六节 其他45第八章 灾害应急措施及避灾路线46第九章 生产环境安全评估.51第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、位置及相邻关系9#层一采区运输巷，位于我矿井田北部，东、北部为实体煤；西部为9109准备工作面；南部为9#层西胶带运输大巷。本巷道用于9#层一采区的原煤及材料运输，巷道向北掘进至340米后向东掘进490米，计划掘进830米。二、巷道用途 用于9#层一采区原煤及材料运输 三、设计施工长度、服务年限及开工时间9#层一采区运输巷掘进长度为830米服务年限： 至9107、9105、9103工作面回采结束；开工时间：2012年10月8日4、 巷道平面布置 开口15米做机电硐室，硐室宽度为5.5米；剩余段宽度为4.5米。见附图：巷道布置示意图第二节 依 据一、经过审批的设计及批准时间本面所掘巷道施工依据是9#层一采区运输巷设计图，批准日期为2012年9月。二、地质说明书本面所掘巷道地质资料的依据是9#层一采区运输巷掘进地质说明书，批准时间为2012年9月。三、矿压观测资料1、根据有关资料中矿压观测，9#煤层顶板为泥岩，局部为炭质泥岩，矿压显现较明显，预计在本工作面巷道掘进过程中矿压显现情况较明显。2、地质构造带围岩应力集中。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区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1 井上下对照关系情况表水平名称720水平采区名称9#层地面标高（m）井下标高（m）地面的相对位置建筑物东部为本矿工业广场，西、北部为丘陵地带，南部为本矿坑口洗煤厂。掘进对地面设施的影响掘进对地面设施无影响。井下四邻采掘情况9#层一采区运输巷，东、北部为实体煤；西部为9109准备工作面；南部为9#层西胶带运输大巷。第二节 煤（岩）层赋存特征煤（岩）层赋存特征见表2、表3。表2 煤层赋存特征表项 目指 标备 注煤层厚度（最小最大/平均）/m3.054.25/3.38煤层倾角（最小最大/平均）/（）28.5/4.3煤层硬度2-3煤层发育（发育程度）不发育煤层节理（发育程度）不发育绝对瓦斯量（m3/min）0.46山西省煤炭工业局综合测试中心2011年鉴定煤层爆炸性有爆炸性表3 煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石名称层厚/m岩 性 特 征9号煤顶板泥岩3.90黑色，块状构造，含炭质植物茎化石、夹粉砂、薄层中粒砂岩2.92粗粒砂岩0.43泥岩6.259号煤底板 粘土岩1.11泥岩8.52黑色块状构造，含炭质，植物茎化石，夹粉砂岩薄层。第三节 地质构造本工作面地质构造简单，推测无明显断层。第四节 水文地质本面上覆有8#煤层807采空区，在施工过程中必须进行探放水，发现异常及时向有关部门汇报。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置及掘进9#层一采区运输巷布置在9#煤层的北部，按生技科给定施工中线掘进。二、巷道规格尺寸9#层一采区运输巷设计为矩形断面，巷道规格及支护形式见表4。按比例绘制的巷道预想剖面图见地质说明书 表4 巷道设计断面尺寸及合计长度 序号井 巷 名 称煤岩性质断面形状支护形式巷道规格（m）设计长度高宽断面9#层一采区运输巷煤矩形锚杆3.384.515.21830说明：具体巷道规格和支护形式见图。第二节 矿压观测一、观察对象9#层一采区运输巷二、观测内容：1、每隔50米安装顶板离层观测仪，并设置管理牌板，定期观测 2、验收人员每班对锚杆、锚索进行试拉和预紧力的检测，使锚杆、锚索的锚固力及预紧力不小于设计值，确保巷道的支护质量。第三节 支护设计一、巷道围岩变形趋势巷道在开掘以后，巷道围岩将发生如图所示趋向的应力场。巷道支护的目的就是有效地控制巷道围岩的变形，以达到安全生产的目的。二、锚杆支护用解析法确定单体锚杆的支护参数锚杆长度L的确定：L=l1+l2+l3式中：l1锚杆外露长度，考虑钢筋梁支护，l1取65，确定l1取值为65；l2l2有范围易调查确定的易碎直接顶厚度，9#煤层顶板围岩属于、类中等稳定或不稳定围岩，l2取值范围为5002000。 l3深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（dcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（）而得的公式估算：l3=495 式中： d锚杆直径，18（事先假定使用18锚杆）； 2杆体材料的设计抗拉强度，18螺纹钢锚杆设计抗拉强度为550MPa。 c锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0MPa。所以锚杆长度确定为L=l1+l2+l3=65+（5001700）+495=9602260取中间值确定锚杆长度2300。 锚杆直径d的核定按锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q等于锚杆杆体承载力P，P=，由P=Q得：式中：Q按通常锚固力拉拔试验数据取7t=68600N； t锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420 MPa。所以锚杆直径选择为18大于14.4可满足支护需要。锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间（a）、排距（b），即锚杆悬吊岩石载荷（G=abL2）大于或者等于锚杆的锚固力（Q）。考虑安全系数K的情况下QKl2ab 则： ab式中：a、b锚杆间、排距，；Q锚固力，吨。（根据经验拉拨验试710吨，取7吨）9#煤层顶板泥岩平均容重，吨/3，查表取2.5K安全系数，一般取K=1.31.8；考虑到泥岩较不稳定，K=1.3l2巷道顶板岩体潜在破碎带高度，取0.41.5则： ab ab ab2. 692.01.3从计算结果可知，9#煤层顶板为稳定性较差的泥岩类顶板，采用182300mm左旋螺纹钢锚杆，间距为1050mm，排距为1000mm，配合8#铁丝网、梯子梁及锚索，树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支支护9#煤层顶板，可满足支护需要并提高支护安全系数，能够达到预期支护目的。三、锚索支护9#煤层顶板为稳定较差的泥岩顶板，顶板破碎、悬顶面积较大，除采用182300左旋螺纹钢锚杆外，还必须采用锚索支护。锚索型号选用17.86000，树脂药卷加长锚固，每根锚索用Z2360药卷3支，配合400400mm方型铁托板，外加150150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在150-350mm之间）,顶锚索采用五花形式布置。四、顶板支护材料及支护参数9#层一采区运输巷：巷道规格为：45003380，顶锚杆布置5排，间距为1050mm，排距为1000mm； 顶板支护材料选用：锚杆为182300 mm螺纹钢锚杆， 1501508mm方型鼓托板；锚索型号选用17.86000，配合400400mm方型铁托板，外加150150mm的方型鼓托板与相应锁具（顶锚索外露长度在150-350mm之间）；梯子梁采用 材质A3圆钢，直径为16mm,梯子梁长度为4300mm ；锚网选用由8铁丝编制而成，网孔为68 mm68mm，网与网必须搭接200mm，托板压紧。 五、护帮支护巷道两帮支护参数上帮支护采用螺纹钢锚杆，直径18mm，长度1800mm，间距为1000mm，排距为1000mm，配与1501508mm方型鼓托板。树脂药卷加长锚固，每根锚杆用Z2360药卷2支。下帮支护采用螺纹钢锚杆，直径18mm，长度1800mm，每排布置4根锚杆，间距为800mm，排距为800mm，配与1501508mm方型鼓托板。树脂药卷加长锚，每根锚杆用Z2360药卷2支。配与2.6m梯子梁进行支护并且铺网，网规格长宽=2400mm1200mm，由8铁丝编制而成，网孔为68 mm68mm，帮网与顶网搭接（顶、帮均挂同等规格铁丝网）。配合支护规格型号选用15.244000的锚索，排距为2000mm、间距为2000，菱形布置，配合400400mm方型铁托板，外加1501508mm的方型鼓托板与相应锁具进行支护（帮锚索外露长度在100-150mm之间）。 六、机电硐室支护 机电硐室支护：顶梯子梁采用材质A3圆钢，直径为16mm,长度为5300mm ；梯子梁与梯子梁之间打3排锚索，锚索排距为1000mm，间距为2000mm，边锚索距帮750mm；其余支护材料、支护方式均按正常要求执行。 七、锚固力要求：顶锚杆：锚固力不小于70kN；拧紧力矩不小于100Nm。帮锚杆: 锚固力不小于50kN；拧紧力矩不小于60Nm。锚 索: 预紧力不小于70kN；承载能力不小于200kN。八、巷道空顶距要求通过支护设计确定掘进机切割巷道时的最大空顶距为2.0m，即锚杆支护距工作面的最大距离为2.0m；若遇顶板破碎段时，适当缩小空顶距。第四节 支护工艺一、支护工艺及要求（一）、临时支护采用4m的12#、14#槽钢配合方型吊环制成的滑移式前探梁作临时支护，每根使用两个方型吊环将前探梁固定在靠工作面的两根锚杆上，每排必须使用一根前探梁，实现工作面无空顶作业，方型吊环用20mm的圆钢制成，每根用两个吊环固定，用木料接实顶，至迎头的端面距不大于300mm。上吊环的锚杆必须留有40-50mm的丝扣。方型吊环用螺帽固定在永久支护锚杆上，螺帽必须拧紧拧满。（二）、永久支护1、锚杆支护工艺（1）、当巷道空顶距离达到2.0m退后机组敲帮问顶用长柄工具处理危岩、活矸临时支护打顶锚杆紧固螺母护帮支护。（2）、永久支护距工作面最大距离巷道在施工时，永久支护距工作面最大距离为2.0；如果空顶距刚好为一个永久支护间距时，则缩小支护间距100200，补支一排永久支护，支护后的锚杆距工作面最大距离不大于一个永久支护间距。（3）、护帮支护必须在顶板支护完毕后紧跟工作面。2、钻眼方法及要求（1）、顶板支护采用MQT-120型风动气腿式锚杆钻机钻孔，钻头使用28mm的羊角钻头，顶锚杆孔深为2250mm，帮网支护使用手持ZQS50/2.0型风动钻机。（2）、打眼前检查钻孔周围的顶板情况，及时将顶板零皮、煤壁片帮撬下。（3）、检查供水、供气系统及钻机情况，钻眼前所有的控制开关应处于关闭位置，连接前必须将管路内的杂物吹干净，接头与钻机连接要牢固可靠。（4）、钻眼时，要求两人同时操作，一人扶钻安眼，一人开钻。开钻时，先开水、再开风，最后开钻。停钻时，先停钻，再停风，最后停水，严禁干打眼。（5）、安眼时要缓慢升气腿，先将钻杆接顶定好开孔位置后，然后缓慢钻进510cm后，再全速开钻，钻眼时推力要均匀，不得顶弯钻杆。（6）、钻孔深度、角度必须符合设计要求。（7）、遇裂隙时，钻孔应尽量与岩层层面垂直布置。（8）、为了防止卡钻和断钎伤人，钻眼作业时，操作人员要站在合适的位置把持摇臂手把，周围5m以内不得有其他人员作业。（9）、钻眼时不能用手摸旋转的钻杆，不得在钻机下垫木料、托板，操作者的衣服、袖口要扎紧，严禁戴手套扶钎杆。钻眼完毕气腿收缩时，手不要握在气腿上。（10）、接换钻杆时，必须停机、不得挪动钻机，以保持钻机与钻孔同心。（11）、钻孔完毕，用静压水将钻孔冲洗干净。3、安装锚杆要求：（1）、锚杆排间距误差不超过100mm。（2）、锚杆外露长度控制在3050mm内。（3）、顶锚杆每孔使用Z2360树脂锚固剂2支。安装锚杆时，用锚杆杆体将树脂药送至孔底，开始边搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间为205s，凝固后取下钻机或锚头，3min用扳手将拧紧螺母。（4）、安装顶锚杆使用MQT-120型气腿式风动锚杆钻机配套搅拌器，安装帮锚杆使用MQS0.9型手持式风动钻机配套搅拌器。（5）、打顶锚杆时必须由外向里逐排进行，打一个眼完毕后，及时安装一根锚杆。（6）、巷道超挖或片帮超过500时，必须在其顶板上补打一根锚杆支护(托板使用1501508mm钢鼓托板)。（7）、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。（8）、注帮锚杆前，必须将眼内煤岩粉吹干净。（9）、钢筋梁（托板）必须垂直巷道中线布置，每排锚杆布置成一条直线，不接顶的地方必须用木楔背紧。4、挂护帮网要求：（1）、第一排锚杆距顶板不大于200mm，排间距误差不超过100mm。金属网的上端与顶网链接。（2）、帮网短边方向平行巷道铺设，续网用本身网丝相互串连成一个整体。连接时金属网两边和中间都要连接牢固，要相互对齐，不能有明显的错差和裂缝。（3）、帮锚杆间排距严格按护帮支护进行布置。5、安装锚索要求:（1）、安装锚索每孔使用三根药卷（快速药在上，中速药在下），药卷搅拌时间为2025s，15min后开始上锚索板张拉钢绞线。（2）、钢绞线搅注时，先将树脂药用钢绞线顶到孔底，然后用专用连接套将MQT-120型气动式锚杆钻机和钢绞线连接好，开始搅拌转速不要太快，以防甩开伤人。（3）、帮、顶锚索外露长度分别控制为150mm、350mm，预紧力表值显示必须达到70100 kN。（4）、采用锚索张拉机进行预紧，张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，千斤顶下方45范围内所有人员必须撤离到距施工锚索3以外的地方，严禁站在张拉千斤下方作业。（5）、如巷道较高需蹬高作业时，作业人员使用的站立工具必须稳设牢固。三、锚杆巷道支护参数表锚杆巷道支护参数见表5 表5 锚杆巷道支护参数表项 目质 量 标 准部 位巷 道 规 格 及 名 称9#层一采区运输巷巷道净宽/mm巷道中线左、右-50+200合格0+150优良上4500中4500下4500巷道净高/mm-50+250合格0+200优良全高3380锚固力/kN707070排、间距/mm100顶锚杆排距1050顶锚杆间距1000帮锚杆排距1000800帮锚杆间距1000800角度/（）75顶、帮锚杆75外露长度/mm5050四、备用材料及存放要求工作面日常备用物料如：锚杆、锚索线、皮带架、拉条、托辊、风水管等必须上架管理，并码放整齐。第四章 施工工艺第一节 施工方法本面所掘的9#层一采区运输巷，掘进机械为EBZ-160型悬臂式掘进机，运输机械为SJ-800胶带输顺机，巷道施工时，沿煤层顶底板掘进。第二节 巷道的施工方式一、综掘施工方式1、9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机沿9#煤层顶底板切割并自行装煤，巷道底板要切割平缓，严禁出现高低不平现象。2、生产工艺流程：“三位一体”安全检查开机前准备掘进机割、装、运运料、清浮煤临时支护锚杆支护帮网支护下一个循环。3、检修工艺流程：检修前安全检查、准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿检修各部输送机校正中线、检查、处理不合格巷道延伸皮带及其他工作正常掘进。4、掘进机切割工艺：掘进机采用水平切割方法，将切割头逆时针旋转巷道左下角，开始缓慢进刀钻入800mm后，将铲板放下紧贴底板做为前支承点，将机组稳定器（即后支承）放下做为后支承点，按切割顺序图进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割成设计要求的矩形断面。见掘进机切割顺序图二、掘进运输方式9#层一采区运输巷采用EBZ-160型悬臂式掘进机切割并自行装煤，由SJ-800胶带输顺机运煤，经9#西胶带运输大巷，转至胶带运输大巷，落入主立井煤仓，提升到地面。 第三节 装载与运输一、装载与运输方式1、装煤、运煤：巷道施工时，由掘进机转载部自行装煤，通过掘进机小溜、桥式转载机转载，胶带输送机运煤。2、材料及设备运输：材料及设备装车后由副立井下至井底车场，由9#轨道运输大巷9#西轨道运输下山9#层一采区运输巷工作面。3、人员行走路线；人员乘坐副立井罐笼至井底9#层井底车场9#胶带运输大巷9#西轨道运输下山9#层一采区运输巷工作面。二、运输设备的铺设及安全设施1、皮带输送机铺设（1）皮带输送机的稳装必须平直、构件齐全，输送带松紧适宜，（2）机头、机尾距巷帮位置不小于700mm。2、安全设施及要求（1）机头必须安装防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏，机尾必须有护罩。（2）皮带输送机的综合保护灵敏可靠、齐全有效。（3）皮带输送机机头必须用地锚固定，机尾必须用丝杠戗好。（4）巷道内行人跨越皮带处必须设置过桥，每300m设置一道行人过桥，皮带大架后及机组跑道处必须设置一组行人过桥。第四节 巷道施工要求及管线布置一、巷道施工要求巷道施工必须沿9#煤层底板掘进，巷道中线至任何一帮的距离分别与设计中线的误差在允许的-50mm+100mm之间。二、各类管线设施的布置及要求1、风筒、风管、水管、电缆按巷道断面图布置。2、风管、水管必须吊挂在专用锚杆上，压风管、静压水管挂在排水管的上方，相互之间距0.2m，距工作面不超过30m。3、管路必须按质量标准化要求吊挂。4、电缆必须采用电缆钩吊挂，且每隔1m吊挂一次并符合煤矿安全规程要求。第五节 设备及工具配备配备下列设备及工具表6 设备及工具配备表机械名称型号功 率数 量工具名称单 位数 量掘 进 机EBZ-16060KW1铁 锹把6转 载 机DZQ80/30/111大 锤把2胶 带输送机SJ-800240KW1吊 链套2局 部通风机FBD-Z-NO7.130KW22专用工具套2风动锚杆钻机MQT1202铁 镐把2水 泵潜水泵18.5KW4张拉千斤台2信 号 综 保BZZ-4KVA1扳 手台2手持风动钻机MQS1.92风动紧锚索机台2开 关QBZ-806信 号 线m830探水钻机型号ZLJ-3505.5KW2台电 话台2激 光 指向仪台1平 板 车辆1第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式与供风距离施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在西胶带运输下山，距巷道回风口不得小于10的新鲜风流中，最长供风距离830m。二、掘进工作面风量计算9#层一采区运输巷掘进工作面实际所需风量的计算：1、按瓦斯涌出量计算Qhf=100QhgKhg=1000.31.6=48m3/min式中：Qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.3m3/minKhg掘进工作瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取1.62、按二氧化碳涌出量计算Qhf=67qbcKhc=670.121.6=12.864m3/min式中：qbc掘进工作面回风流中绝对二氧化碳涌出量，0.12m3/minKhc掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀的备用风量系数取1.63、按局部通风机实际吸风量计算设计选用FB7.1/30x2型局部通风机，该风机风量范围为410640m3/min；Qhf=QafI+600.25Shd=6001+600.2514.91=824m3/min式中：Qaf局部通风机额定吸风量，取600m3/minI掘进工作面同时通风的局部通风机台数1台Shd局部通风机安装地点及回风口间的巷道最小断面积14.914、按工作人员数量验算Qaf4Nhf=418=72m3/min式中：Nhf掘进工作面同时工作的最多人数18人取上述风量计算最大值，掘进工作面需风量为Qhf=824m3/min5、按风速进行验算1. 验算最小风量Qaf600.25Shf=600.2518.59=278.85m3/minShf=掘进工作面巷道的最大净断面积18.592. 验算最大风量Qaf604.0Shf=60414.91=3098.4m3/minShd=掘进工作面巷道的最小净断面积14.91根据煤矿安全规程规定，煤巷及平煤岩巷掘进工作面风量应满足 600.25ShdQhf604Shf278.858243098.4经验算，掘进工作面满足风速要求。矿井掘进工作面风量为：Qhf=824m3/min三、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点：掘进9#层一采区运输巷时，局部通风机安设在距回风口不小于10m的进风风流中。巷道的风速不得低于0.25/s。2、通风系统：新鲜风:地面主立井9#胶带运输大巷9#西胶带运输大巷9#层一采区运输巷。污 风:9#层一采区运输巷掘进工作面绕道9#西回风下山回风暗立井8#总回风回风立井地面。四、通风方法及设备1、通风方法及设备：通风方法:巷道施工时，采用压入式通风，通风机械为30KW2对旋风机。通风设备:巷道掘进时，必须同时安装两台局部通风机且有消音器，必须实现三专两闭锁，双风机、双电源自动切换，一套工作，一套备用，备用风机、开关必须完好，并保证随时能正常运行，备用风筒必须放在风筒架内，风筒架放在转载机后20内。五、局部通风机及其开关的安装要求1、局部通风机及其开关的安装要求：局部通风机应吊挂在顶板完整、支护齐全的巷道顶板上或稳装在专用风机架上且距地面高度不得小于0.3m，开关必须上架管理。2、风筒吊挂要求：(1)、风筒吊挂在巷道顶板的锚杆上，做到吊挂平直，逢环必挂，拐弯处设弯头，异径风筒使用过度节，先大后小，风筒接口严密不漏风，不得出现拐死弯和落地现象。(2)、风筒吊挂距帮壁不大于0.1，距巷道顶板不大于0.2。(3)、风筒出口距工作面迎头距离不大于10。 六、隔爆措施当巷道掘进到距巷道口50 75m时，开始安设隔爆水袋。第二节 压风系统风源来自地面压风机房，经副立井井底车场、9#层西胶带运输大巷用4寸铁管和1寸胶管接至工作面掘进头。地面风压为0.7Mpa，出口风压最小为0.4Mpa。压风系统地面压风机房副立井井底车场9#西胶带运输大巷一采区运输巷掘进工作面。第三节 瓦斯防治报警系统处理程序：1、当巷道内瓦斯超限甲烷传感器报警、断电后，班长必须立即停止作业，先将巷内所以人员撤离到有新鲜风流的巷道中，然后向调度室汇报。2、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，采取措施进行处理。3、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20以内风流中的瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止工作，切断电源撤出人员进行处理。4、工作面及巷道内体积大于0.53的空间内瓦斯积聚的浓度达1.6%时，附近20内必须停止工作，撤出人员切断电源进行处理。5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下，经过瓦检员确认，符合煤矿安全规程第169条规定的要求后，方可送电。6、工作面中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作撤出人员，查明原因制定措施进行处理。7、当工作面停风时，上岗干部必须迅速组织将作业人员撤离到有新鲜风流的巷道内，查明原因采取措施进行处理。第四节 综合防尘一、防尘设施：1、施工巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设4寸静压水管，并每隔50安设一个三通阀门。2、掘进机上安设有效的内、外喷雾装置和除尘器。必须保证喷雾装置雾化效果良好，能覆盖整个截割头。3、各转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。4、巷内安设净化水幕三道，在距本巷回风口50处安设一道固定水幕，距工作面3050处安装一道移动水幕，回风绕道内安装一道固定水幕，水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于300mm。二、防尘系统:防尘水源来自地面静压水池，自副立井井底车场、9#层一采区运输巷掘进工作面，4寸铁管和1寸高压胶管接至工作面外20处，供各转载点洒水、雾化水幕和湿式作业等用水。地面静压水池副立井9#层一采区运输巷掘进工作面（4寸水管）迎头外20m处。三、隔爆水棚:1、隔爆水棚的吊挂位置及规格（见表7）表7巷道名称巷道断面水袋数量水袋规格排距间距吊挂位置9#一采区运输巷15.21m52袋60L2m0.25075m2、 第一组距巷道口50-75m处，然后每隔200 m安设一组. 3、隔爆水棚必须符合煤矿矿用隔爆水槽通用技术条件的规定。4、隔爆水棚用水量按巷道断面积计算,每平方米不少于200L。5、水袋采用横向布置，每排4个，棚边与巷壁之间距离不得小于0.1m，距巷道底板距离不小于1.8m，棚区长度不得少于30m，挂钩相向布置，吊挂整齐。水量必须超过水袋的2/3，如发现水槽损坏或水量不足时，应及时更换、补水。6、隔爆水棚应挂有管理牌，内容齐全规范。第五节 防灭火一、防灭火措施:1、皮带头放置消防器材一套，包括0.43的灭火砂及消防工具一套，二氧化碳灭火器2个，20m长6消防胶管一根并与4寸静压水管连接。2、灭火器必须上架管理，放置在距皮带头5便于取用的地方，灭火器应定期更换，严禁随意挪动和损坏消防设施。二、防灭火系统:地面静压水池副立井9#层一采区运输巷掘进工作面（4寸水管）防灭火水管三通。第六节 安全监控一、监测仪表的仪器型号和数量9#层一采区运输巷掘进工作面施工时，使用KJ83N-F型矿用分站一台，GJC4(B)型瓦斯传感器两台，KGT9-L局部通风机开、停传感器两台，KGV6型风筒传感器一台， KGN1B烟雾传感器一台，KDG5/36矿用断电控制监视器一台，KGA3型一氧化碳传感器一台，信号电缆必须敷设在动力电缆上方相距0.1以上的地方。二、管理：1、必须建立瓦斯监测队、组，并配备一定的人员。2、监测人员都必须经过监测和通风技术专业培训经公司考核发给合格证后，方可上岗独立上岗。3、掘进工作面都必须实现风电、瓦斯电两闭锁。4、井下装置每天进行巡回检查，维护调试，调试时应携带标准气样空气样。调试完后，必须认真填写调试维修记录。5、井下瓦斯监测装置发生故障时，先由瓦检员就地代替传感器进行检查，但监测断电装置必须在8小时内修好，投入使用，否则必须停产修复，在井下处理监测系统故障时，严禁擅自甩掉装置不用，如确需暂停装置运行时，必须经矿总工程师书面批准。6、瓦检员、放炮员采掘队组长每 班至少对所管辖范内监测装置和支线电缆进行一次外观检查，发现问题及时汇报通风调度并协调处理。 7、如装置监测与人工检测数据出现误差时，测值误差在0.1%范围内，应以测值大的瓦斯浓度为准。以确保安全。若大于0.1%时，监测人员应及时下井进行校对，在此期间任何人严禁乱调试不得擅自停运装置。8、对需要经常移动的传感器，主机及电缆，只许采掘队，班、组长在瓦检员的监护下，按规定进行移动，严禁擅自移动或停用。三、瓦斯监控仪器的布置及要求：瓦斯分站布置在顶板完好的新鲜风流中，甲烷传感垂直吊挂在顶板完好、距顶板不得大于300mm、距巷道侧壁不小于200mm的地方，其中一台吊挂在所施工巷掘进工作面不大于5处风筒的另一侧，另一台吊挂在巷道内距回风口以里1015范围内。四、甲烷传感器的报警、断电浓度及范围:1、工作面甲烷传感器的报警浓度为QCH40.8%，断电浓度为QCH41.2%，断电范围是本巷道内全部非本质安全型电气设备。回风口处甲烷传感器的报警浓度、断电浓度均为QCH40.8%，断电范围是本巷道内全部非本质安全型电气设备。2、甲烷传感器的复电浓度:当瓦斯浓度QCH40.8%时，经瓦检员检查确认后，方可人工为断电的设备复电。3、 定期对监控设施进行调试、校正，符合报警规定要求。五、其它传感器的布置要求：1、局扇开、停传感器布置在局扇控制开关的负荷侧。2、风筒传感器布置在风筒末端。3、烟雾传感器布置在带式输送机滚筒下风侧10-15处。4、一氧化碳传感器布置在带式输送机滚筒下风侧10-15处(报警浓度0.0024%）。5、馈电传感器布置在被控开关的负荷侧。 六、六大系统 巷内的六大系统必须按照有关要求完善。 第八节 供、排水系统一、供水系统：水源来自静压水池副立井9#层胶带运输大巷（4寸水管）9#层一采区运输巷掘进工作面迎头外20处（4寸水管） 。二、排水系统：巷道内的积水大部分来自于巷道冲洗、湿式作业。巷道内积水通过4KW矿用潜水泵或风泵由巷内布置的4寸排水管排至9#西胶带运输大巷排水系统中。排水系统：9#层一采区运输巷掘进工作面积水点掘进巷内的4寸排水管路9#西胶带运输大巷胶带运输大巷主水仓4寸排水管路地面。第八节 运输系统一、运料系统：地面副立井井底车场9#联络巷胶带运输大巷9#西胶带运输大巷9#层一采区运输巷掘进工作面。二、运煤系统：9#层一采区运输巷掘进工作面9#西胶带运输大巷胶带运输大巷主煤仓主立井地面。第九节 照明、通讯和信号一、照明：各工作面的皮带头照明采用127V矿用防爆灯管，配套专用照明综保；机组必须有前照明灯和尾灯，电源由机组电控箱供出，电压为36V。二、通讯：本工作面的皮带机头、机尾各安设一部电话，确保通讯畅通，电话便于井上、井下、变电所、压风机房等工作场所联系，电话距离工作面不得大于50米。三、信号：皮带机头、机尾安设声光兼备信号装置。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织严格执行现场交接班制度，所有员工必须经过培训合格后，方可持证上岗，（各队组组织机构见表8）。 表8 劳动组织表工 种出 勤 人 数/人定额早班二班三 班 四班合计班 长1111436副班长11114机组司机1113检修工711110皮带司机1113支护工兼清煤工3339杂 工1113合计999936采用“四六”制作业方式。早班为检修班，二、三、四班为生产班。第二节 循环作业为保证正规循环作业，巷道施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，充分利用工作时间，提高工时利用率。第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标见表9。表9 技术经济指标序号指 标单 位数 量备 注1巷道设计长度9#层一采区运输巷m8302断面积（净）9#层一采区运输巷m215.213硬度等级f2-34每次截深m0.85每班循环进尺m26每班进尺m47每日进尺m128每循环出煤量m329.069出勤人数人/日3610出勤率%10011效 率m/工0.312成 本元/m13油脂消耗Kg/m0.12514截齿消耗个/m115油管消耗M/m0.516顶锚杆根/m417帮锚杆根/m 818顶树脂药卷/m819帮锚固剂卷/m1620顶钢筋梁根/m121金属网卷1.6722电 缆m830总长23信号电缆m830总长第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风瓦斯管理:1、双风机、双电源自动切换，实现三专两闭锁.2、局部通风机的安装地点必须符合煤矿安全规程的要求，必须使用抗静电、阻燃风筒。3、局部通风机每班必须指定专人负责管理。检修班由电气包机组组长负责管理，生产班由跟班电工负责管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开风机。4、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，无破口，逢环必挂，风筒接头要双反压边，拐弯处应设置弯头，同一巷道使用的风筒直径应相互一致，发现风筒损坏要及时修补或更换。5、人人爱护通风设施，发现风筒损坏、脱节、破口（长度不大于10mm）时，必须及时汇报通风部门处理，以减少风量损失。异径风筒要用过渡节，先大后小，不准花接。6、局部通风机安装地点要清洁干净，无杂物堆积，吸风口畅通。回风口支护必须齐全有效，要保持清洁干净，无杂物堆积、无积水，确保回风流畅通。 7、局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、负责管理人员姓名、检查时间、风机吸风量、有效风量率和瓦斯等内容。8、局部通风机不得无计划停开，如遇突然停风，作业人员要及时撤离到有新鲜风流的地方并在巷口设置栅栏、揭示警标，禁止人员进入。9、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，在恢复送电前必须查明停电、停风原因，经瓦检员检查瓦斯浓度，确认瓦斯浓度在煤矿安全规程第168条允许的范围，符合第129条规定时，方可送电启动风机。10、掘进机切割时，瓦检员必须按照煤矿安全规程第149条规定的次数对巷道内瓦斯浓度进行检测，发现瓦斯浓度超过规定时，必须通知现场作业人员停止作业，撤出人员后，采取措施进行处理。11、掘进工作面的甲烷传感器的报警浓度、断电浓度必须校对准确，报警点、断电范围必须符合煤矿安全规程第168条规定的要求。12、如抽风排瓦斯时，必须由通风人员进行，严格按照“排放瓦斯管理制度”执行。13、巷道在相距50m贯通前，必须做好调整通风系统的准备工作，贯通时，必须由专人在现场指挥。二、综合防尘:1、掘进机作业时，应使用内外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa,如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器，确保雾化效果好能覆盖整个切割头。2、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，必须设专人维护和使用，水幕应封闭全断面，且灵敏可靠、雾化好。3、煤尘堆积厚度不得超标(即连续5m且厚度达到2mm)，每天至少对巷道冲洗一次，巷内浮煤要及时清理。4、采用湿式钻眼，机组司机及巷内作业人员必须佩带防尘口罩。5、各转载点应安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须覆盖全部煤流，各转载点落差均不得超过0.5，否则应安装煤流导向板。6、巷道内的风流净化水幕机组切割时，必须开启以净化回风风流，减少煤尘飞扬。三、防火管理:1、严格执行防火制度，工作面所有电气设备必须符合煤矿安全规程的规定。2、工作面所有作业人员必须熟悉消防器材的使用方法和存放地点，掌握一般的灭火知识，每班必须对消防器材进行检查，确保齐全完好。3、皮带输送机必须使用阻燃胶带，皮带头20m范围内，必须使用不燃性材料维护顶板。4、作业过程中严禁明火作业、带电检修，消灭动态失爆。工作面停止作业时，应将所有电气设备的电源切断，开关手把打到“零”位。5、电器设备起火时，首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；如润滑油着火时，严禁直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。并向调度室、队值班室汇报。6、井下使用过的油脂、棉丝等必须装入盖严的铁桶内，每天指派专人负责送到地面进行处理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼洒在巷道内。7、工作面存放油脂的地点，必须远离电气设备，并且保持该地点清洁，严禁油污四溅。8、皮带输送机综合保护装置齐全，动作灵敏可靠，确保正常运转。皮带托辊要运转灵活，皮带毛要及时处理，对皮带和防跑偏装置要巡回检查，发现异常及时处理。9、严格执行入井验身制度，严禁带火种入井。四、防瓦斯:1、严格执行瓦斯检测制度，巷内配专职瓦检员，在实行工作面执行手拉手交接班制度，并认真填写记录牌板。2、瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的声响；顶板来压；人感到发昏。3、工作面所有作业人员必须携带自救器，熟知自救器的性能及使用条件并且能够熟练操作。第二节 顶 板1、开工前，严格执行“三位一体”检查制度，即由班组长、瓦检员、调度员(或安监员)共同进入工作面，对作业地点进行安全检查，发现不安全隐患必须立即处理，确认施工地点安全后，方可开工。2、作业过程中要随时执行“敲帮问顶”制度并贯穿施工全过程，必须用长度不小于2的专用长柄工具敲帮问顶，及时将活矸、顶板零皮、煤壁片帮、马棚、伞檐处理掉，确认安全后，方可开工。3、打眼时，必须先进行临时支护,确认安全后，方可进行钻眼。钻眼时，必须按事先确定的眼位标志钻进，确定孔深，做好标记，锚杆方向与顶板岩面垂直。4、打眼时，工作人员服装要穿戴整齐，严禁戴手套扶钎杆。5、锚杆眼必须按规定角度打眼，不得打穿皮眼或沿顺层面、裂缝打眼。锚杆安装前，先将锚杆（锚索）插入孔内检查钻孔深度是否符合要求，孔深不够时及时补打，确保外露符合要求。6、支护时，坚持由外向里逐根进行支护，严禁在前排锚杆支护未完成的情况下进行下一排支护工作。如确需站在机组上作业时，必须确认机组的隔离开关断开并在机组司机的监护下，方可作业。7、当班跟班班长必须指派专人巡视所掘巷道的顶板支护及其巷道顶板的变化情况，巡视人员发现问题及时通知班组长组织处理，如遇危急情况，必须先将巷内所有人员撤离到9#层西下山回风巷内，然后向矿调度、队值班人员作详细汇报。8、钻孔、注锚杆和挂网过程中，跟班班长必须指派专人随时观测顶板及煤帮的变化情况，发现危急情况立即撤出危险区域。9、当巷道内出现顶板有“闷炮”声、巷道掉渣、片帮严重、顶板破碎，顶板下沉离层有裂缝，打眼时卡钎杆等顶板来压预兆时，工作面人员必须立即停止工作，采取措施进行处理，如架设临时木点柱、增大锚杆的支护密度、减少空顶距离、采取锚索棚支护并紧跟工作面，遇危急情况立即撤离危险区。10、当巷道顶板破碎时，可以缩小锚杆支护间距,并且及时进行锚杆支护。11、支护帮网时必须先支护顶板，后支护两帮，严禁顶、帮同时支护。12、支护帮网时必须将机组切割头退后支护位置5以外并压下紧停按钮，人员位于宽敞处进行支护，以避免因突然片帮而无法躲闪，严禁在机组两侧进行护帮支护。13、打注护帮锚杆和挂网前，必须检查工作面地点前后10范围的顶、帮情况，处理掉片帮、伞檐后，确定安全后，方可进行作业，其他人员远离施工地点5以外。14、因巷道超高作业人员需登高作业时，搭设工作台必须要牢固可靠，经班组长、安全员确认安全并指派专人进行安全监护后，方可进行作业。所有作业人员要相互配合，互相照应，达到自保与互保。15、挂护帮网作业必须在皮带回风机、转载机停止的情况下进行，将皮带回风机、转载机开关打到零位，并挂“有人工作，禁止送电”的警示牌。16、严禁人员站在机组两侧进行“敲帮问顶”工作。17、当工作面遇地质构造时，必须立即停止掘进采取安全技术措施，保证安全后方可继续作业。18、在距锚索钻机风接头58处安一截止阀，钻孔过程中，必须由专人进行监护，当钻孔过程中出现卡钻杆或在锚杆、锚索线与树脂药在搅拌过程中，因锚杆钻机失控，作业人员难以控制操作臂时，必须立即切