煤矿主运输大巷掘进作业规程.doc

xx县xxxx煤矿掘 进 工 作 面 作 业 规 程矿 井 名 称：xx县xxxx煤矿工 作 面 名 称：主运输大巷掘进作业规程（2段）矿 长： 总 工 程 师： 安 全 副 矿 长： 生 产 副 矿 长： 通 风 副 矿 长： 机 电 副 矿 长： 编 制 人： 批 准 日 期： xx 年 10月 22 日执 行 日 期： xx 年 10 月 25 日 xx县xxxx煤矿掘进作业规程 会 审 意 见会审单位及人员签字矿 长： 年 月 日总工程师： 年 月 日安全副矿长： 年 月 日生产副矿长：年 月 日通风副矿长： 年 月 日机电副矿长： 年 月 日生产技术科： 年 月 日通 风 科： 年 月 日安监（安全）科： 年 月 日 掘进队队长： 年 月 日一、存在主要问题：二、处理意见：xx县xxxx煤矿关于采、掘、维工作面作业规程的批复生产技术科：你们报来的主运输大巷掘进作业规程已经安全、生产、通风、机电、安监等部门及有关领导分别审核，矿长、总工程师同意贯彻执行。望认真组织相关人员贯彻学习和考试，以使规程内容达到切实执行。矿长：总工：xx年10 月 22 日- 40 -编 制 依 据1、煤矿安全规程2013年版2、中华人民共和国矿山安全法3、煤矿地质勘探报告4、 掘进各工种的煤矿操作规程5、矿井各工种岗位责任制、安全制度6、安全质量标准化标准及考核评级办法目 录第一章 概 况-3第二章 地面相对位置及地质情况-3第三章 巷道布置及支护说明-7第四章 施 工 工 艺-15第五章 生 产 系 统-18第六章 劳动组织与主要技术经济指标- -24第七章 安 全 技 术 措 施- -26第八章 灾害预防及避灾路线-35第九章 参加本规程贯彻、学习人员签字名单-39第一章 概 况一、巷道名称：主运输大巷。二、巷道用途：本掘进的巷道主要是承担矿井采掘工作面进风、出煤任务。三、巷道位置及服务年限：该巷道位于矿井井田中部偏东，位于主运输大巷约1207米处。该段巷道设计长度为196米，服务年限为15年。四、施工量及工期：主运输大巷掘进工程分三段施工，一段从主斜井与中央配电所岔口处至3101材料运输顺槽，全长1207米，此段已於xx年1月完成。第二段工程从3101材料运输顺槽至196米处止。该段已掘巷道，但巷道高、宽不够，需沿中线扩帮抬底。第三段为此至井田边界180米处，全长为609米，为新掘巷道。本作业段为二段工程，该工程计划从xx年10月下旬开始施工，按每月掘进100m计算，2015年1月底内可施工完毕。第二章 地面相对位置及水文地质情况一、巷道所处的地层位置及与四周采掘关系：整合区位于榆横矿区（南区）东南部的黄土梁峁区，黑木头川在整合区东部边缘由南向北而过。 整合区大部为黄土梁峁，黄土具柱状节理，孔隙发育，为大气降水渗入补给地下提供了有利的条件。区内海拔标高一般在11801210 m之间，最高点位于整合区中部东峁-峰山一带，高程1234.2m；最低点位于东北角黑木头川边，高程约1055m。最大相对高差约179.2m。该巷道标高为1212.2米1128.2米，埋深为130217米。对应地表一带，大部分为黄土丘陵，黄土覆盖大部地区，有少量村庄，无大的建（构）筑物。该段巷道往东为一盘区未采区，往北为3101材料运输顺槽，往西是辅助运输大巷，往南是已掘巷道。二、地质构造及对巷道施工的影响：区域构造位置处于鄂尔多斯盆地中部次级构造单元陕北斜坡中部。陕北斜坡为一单斜构造，岩层向北西、北西西微倾，局部发育有宽缓的短轴状向斜、背斜及鼻状隆起等次级构造，未发现规模较大的褶皱、断裂，亦无岩浆活动痕迹。整合区地形地貌和地质构造简单，地层岩性较单一，岩体结构多为厚层状，岩体各向异性，饱水抗压强度一般为17.6020.9MPa，属于较软岩的层状矿床。3号煤层顶板属中等冒落顶板，稳定性较好；底板多以细砂岩、粉砂岩为主，强度较大，不易产生底鼓现象。根据水文地质、工程地质勘探规范有关规定，勘查区工程地质勘探类型可划分为三类一型，即层状岩类简单型矿床。 三、水文情况：区内水系发育，除黑木头川由南向北从整合区东缘流过，另有整合区北部的胡家沟和东南角的老庄沟由西南-东北向流入黑木头川。除黑木头川长年流水外，其支沟属间竭性沟流，除降水期外，大部分时间沟中无水。根据殿市水文站多年观测资料，黑煤头川其年平均流量0.56m3/s，年平均最大流量0.817m3/s，年平均最小流量0.237m3/s。历年最大流量1140 m3/s（1961年7月30日），历年最小流量0.0513 m3/s（1965年1月7日），丰、枯水季节流量悬殊。（一）含（隔）水层水文地质特征整合区水文地质条件受区域水文地质条件的控制，显示了与区域水文地质特征的统一性。但由于受地层分布、埋藏及其地貌的影响，又显示了小区域性的差异性。根据整合区地下水的赋存条件及水力特征，将整合区地下水划分为两种类型：即第四系松散岩类孔隙及孔隙裂隙潜水、碎屑岩类裂隙水；四个含水岩层（组）：全新统冲、洪积层孔隙潜水、第四系中更新统黄土孔隙裂隙潜水、侏罗系中统碎屑岩类风化壳裂隙水、碎屑岩类裂隙承压水。富水性等级的划分原则主要以钻孔和机井的单孔抽水资料，依据矿区水文地质工程地质勘探规范中含水层富水性分级标准，按钻孔统降涌水量，即钻孔单位涌水量（q）以口径91mm、抽水水位降深10m为准，将富水性分为以下两级：弱富水性，q0.1L/sm；中等富水性，0.1L/smq1.0L/sm；当q0.001L/sm的岩层均可视为隔水层，整合区内的泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩等均为隔水层。现将整合区的主要含（隔）水层特征叙述如下：1、第四系全新统冲、洪积层孔隙潜水分布于整合区东部边缘黑木头川漫滩、淤地坝及冲沟的冲洪积层中。其岩性主要为灰黄、浅灰黄色粉细沙和亚沙土，底部含砂砾石，厚度一般小于10m。富水性除受赋存条件制约外，亦受周边补给量大小的控制。黑木头川冲洪积层两侧均为贫水的黄土梁峁及基岩风化裂隙带，侧向补给一般；含水层下部含砂砾石及粉细砂等，厚度1.05m，水位埋深0.53m，含水层薄，故富水性弱；淤地坝中冲洪积层一般厚度不大，其坝底多高于当地侵蚀基准面，故其地下水多被疏干殆尽，富水性极弱。水化学类型为HCO3CaMg型水，矿化度0.207g/ L。2、第四系中更新统黄土孔隙裂隙潜水中更新统黄土除基岩出露区及冲洪积层外，基本全区覆盖，厚度从沟内向梁峁有逐渐增大的趋势，厚度变化悬殊，厚0 97.79m，平均厚68.77m。岩性为棕黄、灰黄色粉土，结构中稍密，具孔隙，发育垂直节理。由于本区地形切割强烈，降水多沿地表流走，不利于降水入渗补给，且排泄条件较好，水位埋深较大，通过SHD5民井及矿井调查，井深82m，静止水位埋深81m，黄土含水层很薄或不含水。因此该区黄土含水微弱，富水性极差。3、侏罗系中统碎屑岩类风化壳裂隙水分布于整合区内基岩的顶部，较大沟谷中均有出露，钻孔揭露厚度2030m。岩性为灰色砂岩夹薄层泥岩，裂隙不甚发育，且多为泥质填充，储水空间较好。据区内煤矿调查，涌水量3050m3/d，富水性差。4、碎屑岩类裂隙承压水分布于基岩风化裂隙带之下，岩性为深灰色泥岩，灰色粉砂岩、浅灰色细粒砂岩及灰白色中粒砂岩不等厚互层。含水层以中、粗砂岩为主，厚度226.0m。据区内xx煤矿调查，煤层顶板呈滴、渗水现象，矿坑涌水量约40m3/，富水性弱。5、隔水层隔水层主要为厚度较大且连续分布的泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及粉砂岩等，为层间裂隙承压水的隔水顶板。厚355.0。（二）地下水补给、径流、排泄条件整合区内地下水的补给来源主要为大气降水，在河谷地区可得到谷溪侧向地下径流的补给。径流受地形地貌的控制流向由高至低与现代地形相符合。第四系黄土孔隙潜水含水层大面积分布于梁峁地带，大气降水是其主要的补给来源，次为灌溉回归水。地下水自东、东南方向西部黑煤头川河谷方向径流，或下渗补给基岩风化裂隙带潜水，其排泄受地形地貌的控制，多在黑煤头川河谷附近的沟谷 地带以泉的形式或泄流的形式排泄补给地表水。基岩风化带潜水与第四系潜水为不同含水介质的同一潜水体，故补、径、排条件与第四系潜水相一致，除在露头处得到大气降水补给外，主要是通过第四系潜水的下渗补给。地下水自地势较高的地方向沟谷方向以泉或泄流的形式补给地表水。基岩层间裂隙承压水在露头处接受大气降水和地表水的补给，还得到基岩风化裂隙带潜水的下渗补给。因受上覆泥岩、粉砂岩隔水层及单斜构造的制约，使地下水形成承压水，总体由东向西缓慢运移，且径流速度变得愈来愈慢，向深部基本处于停滞状态，故地下水矿化度变得愈来愈高。（三）水文地质勘探类型整合区位于榆横矿区西西北方向缓斜的单斜构造的东部，未见断层，构造简单，煤层直接充水含水层为延安组第四段底部的“真武洞砂岩”含水层，裂隙不发育，地下水补给较好，富水性弱，根据矿区水文地质工程地质勘探规范（GB12719-97）及煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T 02152002）中有关规定，矿区水文地质勘探类型应划分为二类一型，即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。第三章 巷道布置及支护说明 一、巷道布置该巷道位于矿井井田中部偏东，煤层标高为1016米1018米，高差为2米。巷道形状为矩形，宽4.30m，高2.70m；掘进断面为11.61m2，锚网喷支护后净宽4.00m，净高2.40m，断面为9.60m2，总工程量196m，沿煤层掘进。掘进每150米，建一联络巷，规格：净高2.40m，宽4.00m ，断面积为8.80m2。该巷道起掘位置位于主运输大巷1207米处，方位角按180向正南方向掘进。巷道平面布置示意图 ：附后2、巷道断面图3、巷道断面特征表项 目单位数 量巷道类别2/3煤巷岩石坚固性系数f3-4掘进断面积m211.61净断面积m29.60(支护后)巷道净高mm2400巷道净宽mm4000掘进高度mm2700掘进宽度m4300 二、支护方式 (一)：临时支护 根据煤矿安全规程规定，掘进工作面到正式支护之间，必须使用临时支护，严禁空顶作业，临时支护距工作面不大于1.00m。临时支护采用直径为18mm长为1800mm单体金属锚杆与钢筋网联合支护，间排距800mmX1000mm。顶板破碎时，锚杆间排距缩为800mmX800mm。1：锚杆选型及支护参数计算 按加固拱原理计算（1）锚杆长度L=N（1.1+W10）式中：N围岩影响系数，我矿系二类顶板N取0.9；W巷道跨度，设计值为4.30m；L=0.9（1.1+4.3010）=1.38（m）锚杆外露长度0.03m，锚头长度0.20m。锚杆总长度：L=1.38+0.03+0.2=1.61（m）取1.80m（2）锚杆间距M0.5L=0.51.8=0.90（m）（3）锚杆直径d=L=1.8=0.0164（m）取0.018m 按悬吊理论计算锚杆参数： （1）锚杆长度计算： L=KH+Ll+L2式中L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按0.60m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.03m。 其中： H=B2f=4.3024=0.54 式中B巷道开掘宽度，取4.30 m； f岩石坚固系数，取4。则： L=20.54+0.60+0.03=1.71m 取1.80m （2）、锚杆直径计算： d=L/110=1800/110=16.36mm。 取锚杆直径18mm。 （3）锚杆间、排距计算，间排距相等： a=QKH(1.51.8)12 式中a锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，30kN根； H冒落拱高度，m； 被悬吊渣岩的密度，取20kNm3； K安全系数，取K=2。 a=0.9623m 取排距1.00m，间距0.80 m通过以上计算，选用直径18mm长1.80m的圆钢锚杆，锚杆的间、排距为1.00mX0.80m。 节理发育的地段，可据岩状选择2.202.50m的锚杆，间、排距可为0.80m。 2、锚网支护要求 （1）打锚杆眼： 打眼深度必须满足锚杆外露长度的要求，即锚杆眼深为2.20米，与岩壁尽量垂直夹角不小于85。锚杆眼布置：采用五花眼布置，间距为0.80米，间距根据锚网宽度而定，但不得大于1.00米。 清理干净锚杆眼内岩粉。 安装锚杆： 装药卷前，先将锚杆插入孔内试探锚杆眼深是否符合要求，孔深不够时，应重新加深眼孔达到要求为止。严格按快硬水泥锚固剂安装操作规程进行锚杆安装。安装锚杆前必须将锚杆孔壁冲洗干净；安装锚杆时，先把药卷按规定的数量（每眼两卷）装入眼内，将锚固剂缓缓送入孔底，然后上锚杆体，最后套上套筒将锚杆夯入眼底。安装锚杆杆体时和安装锚杆杆体后半小时内，人员不得正对锚杆下方；半小时后才能铺锚网，上锚杆托板，锚杆螺帽必须用机械扳手拧紧，确保锚网、锚杆托板紧贴巷道顶帮。锚杆的锚固力不得低于3.0吨/根，锚杆外露长度不得大于30mm。（3）、锚网铺设：锚网铺设紧贴巷道围岩表面，拉紧压实，巷道帮、顶必须用网封严，连接为一体。锚网冒空面积在0.50m2以上的必须在其中心部补打锚杆。金属网搭茬长度约100mm，能用锚杆托板压网的必须采用锚杆压茬连接；不能用锚杆托板压网的则采用相同型号的铁丝铰接。 （三）、支护示意图支护示意图 (二)：正式支护巷道正式支护为锚网喷支护。在巷道岩层压力特别大，冒落高段，锚网支护不能有效支护时，经总工审批，改为临时发碹支护。1. 喷浆支护的要求喷浆支护的厚度为120mm,砼强度为C20，喷浆成型好，1m2凹凸面差不得大于50mm.初喷的厚度不得低于50mm；复喷时，混泥土的厚度必须达到设计值。喷浆巷每天喷水养护，养护时间不得少于28天。2.喷射混凝土 （1）喷射混凝土前的准备工作： 在喷浆前，对已支护的锚杆、网片进行检查，清理失效的锚网支护，进行补打。 清理帮顶的活矸及断面凸出部位，清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得漏风。 检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。 检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0.10.12 MPa，水压应控制在0.25 MPa。 在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。 混凝土配比为水泥:砂:石子=1:1:0.5，水泥标号不低于250号，石子粒度为10 mm，速凝剂掺入量为水泥重量的4。 人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。 为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。 喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。 喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。 喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比(0.450.5)。 喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75，喷枪与受喷面的距离以1.01.2 m为宜。 喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹(11.5m)运行，一圈压半圈(圈径200mm)并均匀缓慢移动。 喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷墙时一次喷厚50 mm，喷拱时一次喷厚50 mm，间歇时间1530 min。 加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺人料中。 喷射混凝土必须洒水养护，要求每班洒水12次，养护时间不少于28d。 两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。 对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。 在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷作业时，必须注意以下几点： 严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲刷。 放炮后立即喷混凝土50mm，水泥标号不低于425号。 喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4h。 可采用金属网、钢梁与喷锚进行联合支护。 放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。 正在喷浆的回弹料，可回收后掺入新料中，但掺量不得超过30，亦可灌注水沟、台阶等。 喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25；两帮不大于15。 为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50mm，并保证最少28d的潮湿养护。 严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。第四章 巷道施工方法与工艺一、施工方法及设备配备1、巷道掘进方法及破岩方法掘进方法巷道采用钻爆法施工。破岩、出矸方法放炮崩落煤、岩体，防爆铲车装煤、渣，防爆三轮车运煤、矸。2、工作制度、成巷方式掘进工作面工作制度采用“三八”作业制。巷道施工成巷方法：二次成巷，（先刷煤巷，后抬底、锚网支护，最后每100米/次喷砼、硬化底板成巷）。3、施工机械设备及工具在巷道内的布置机械设备及工具配备表机械设备及工具配备表序号名称型号规格单位使用数备用数备注1煤电钻台212局 扇FBD-NO6.0/2X11台213放炮器MFB100台214锚杆机台215防爆铲车台16防爆无轨胶轮车台217混泥土喷射机台21巷道施工时，巷道内每150m施工一联络巷，联络巷规格：高x宽 2.40x4.0m。（一）掘进工艺1、刷煤帮：以巷道新标定中线为准，凡不够2.15米的帮壁必须扩刷。刷帮炮眼采用煤电钻打眼，使用等级不低于3#煤矿许用乳化炸药，装药结构为反向装药，1-5段毫秒雷管起爆，连线方式为串联。防爆铲车装煤，防爆三轮车运煤至井下磅房计量后至转载点御载。2、抬底（破岩）：采用煤电钻打眼，使用等级不低于3#煤矿许用乳化炸药，装药结构为反向装药，同段毫秒雷管起爆，连线方式为串联。，防爆铲车装渣，防爆三轮车运矸至地面临时堆矸场或采空区充填。抬底平均厚度1.20米。3.临时支护：临时支护采用直径为18mm长为1800mm金属单体锚杆与钢筋网联合支护，间排距800mmX1000mm。顶板破碎时，锚杆间排距缩为800mmX800mm。采用锚杆机打眼，使用树脂锚药1-2圈，人工铺网，机械搅拌树脂锚药及拧托板螺母。锚杆螺母必须拧两颗以上。4.喷射混泥土：每施工100米喷浆支护一次，喷射厚度为120mm，砼强度为C20.5.水沟及底板硬化：每施工100米底板硬化一次，铺设混泥土厚度为200mm，砼强度为C20.水沟规格宽、深度为300mmX200mm，采用混泥土浇灌而成。（二）作业流程检查安全、处理隐患、搞好临时支护画好巷道断面轮廓线打眼检查瓦斯（一炮三检）装药、联线检查安全及瓦斯情况撤人、站岗警戒、汇报放炮、排烟检查安全及瓦斯、处理隐患撤岗出煤、排矸临时支护永久支护水沟及底板硬化。（三）爆破说明书（以抬底作业为例）爆破原始条件表项 目单 位数 量巷道类别2/3煤巷掘进断面积平方米11.61掘进净断面积平方米9.6岩石坚固性系数f4-6炮眼深度米2.00炮眼数目个 11炸药型号煤矿许用乳化炸药雷管型号1-5段毫秒雷管一循环总装药量g11炮眼布置图炮眼布置及装药量表眼 孔名 称个 数孔 深m眼 号装药量（kg）起 爆顺 序备 注单孔合计槽眼52151.005.001周边眼626-111.006.002合计111111.00 (4)预期爆破效果项 目单 位数 量炮眼利用率%90每循环工作面进尺m1.8每循环爆破实体岩m39.29炸药消耗量Kg/ m31.184每米巷道耗药量Kg/m6.111每循环炮眼总长度m22每平方米岩体耗雷管量个/ m22.13每米巷道耗雷管量个/ m6.111根据设计规格合理布置炮眼；严格控制超挖、欠挖现象；在刷煤帮前，将煤散及的地方整理干净，保证煤炭质量。第五章 主要生产系统第一节、运输系统 1、运输方式： 采用防爆铲车装煤、砂，防爆无轨胶轮车运输煤、矸石。2、排矸路线： 掘进工作面主运输大巷辅助运输大巷副斜井地面临时矸石场。（或运至采空区充填）3、运煤路线：掘进工作面主运输大巷辅助运输大巷十四巷转载点主运大巷皮带机主斜井皮带机地面栈桥皮带机筛分车间。4、运料系统 地面材料库房副斜井辅运大巷主运输大巷掘进工作面。第二节、通风系统1、通风方式及供风距离施工过程中采用压入式通风方式，最长供风距离为500m。 2、掘进工作面风量及风机选型(1)风量计算按瓦斯涌出量计算，掘进工作面实际需要的风量为：Q掘=100q瓦掘K掘通=1000.022=4 m3min式中 Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3min； q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量， m3min； K掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的风量系数，一般取1.52.0。按炸药量计算，掘进工作面实际需要的风量为：Q掘= 25A=2511=275m3/min式中 A掘进工作面一次起爆的最大炸药用量，Kg；按人数计算，掘进工作面实际需要的风量为：Q掘=4N=410=40m3/min式中 N掘进工作面同时工作的最多人数，取10人。按铲车、胶轮车数计算，铲车1台，44KW，无轨胶轮车1台，26KW,合计三台设备总功率为70KW。每1KW配风量4 m3/min，掘进工作面实际需要的风量为：Q掘=P总 X 4=70X4=280 m3/min、按局部通风机吸风量计算，选取FBD-NO6.0/2X11,风量为170-355m3/min，取Qe吸风量280 m3/min计算，掘进工作面实际需要的风量为：Q掘=Qe +60XSX V最低= 280+60X11.61X0.25=454.2m3/minQe通风机额定吸风量S巷道断面积，取11.61 m2V最低巷道规定的最低风速，取0.25 m3/min .按最低风速计算：15S净=1511.61=174.2（m3/min）240S净=24011.61=2786（m3/min）故：15S净Q掘（568.2m3/min）240S净，符合要求风机选择经计算和验算计算工作面需风量为454.2m3/min，选用FBD-NO6.0/2X11型局部通风机（2x11KW），压入式通风，风量为170-355 m3/min，配合直径600mm的抗静电阻燃风筒，即可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。(3)、风机安设的位置与要求： 局部通风机安设在专用的架子上，距巷道底板0.3米以上，距主运输大巷碛头回风口不小于15m处。要求工作面退后40米处风速不低于0.25m/s，工作面出风口处风量不少于200m3/min。4、 通风系统路线（1）进风路线地面主、副斜井主、辅运输大巷主运输大巷掘进工作面。 （2）回风路线掘进工作面原已掘主运输大巷主回风大巷总回风大巷回风斜井主风机抽出地面。5、通风系统示意图：附后第三节、管线敷设风水管路、风筒的要求：在掘进施工中，所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按相关规定吊挂牢固整齐。水管接头要严密，不得漏水，供水管路使用1寸管，距工作面20m范围内使用1寸胶管。风筒使用直径600mm的阻燃风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒口到工作面不得超过5m。悬挂必须逢环必挂，做到平、稳、直。第四节、供排水、防尘、防灭火系统1、防尘水源来地面消防水池，供水管路由地面消防水池 主、副斜井主、辅运输大巷主运输大巷掘进工作面。管路每百米设三通一个。工作面设喷雾装置，距碛头不超过50m，水幕应封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常。施工过程中采用湿式打眼、自觉佩戴防尘口罩、水炮泥放炮、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩帮等综合防尘措施。2、排水系统掘进工作面受水的影响较小，偶尔出现局部顶板滴水、裂隙水、防尘水，且水不大，利用水沟自行流入临时水仓或利用小功率水泵机械排水。3、防灭火防火的重点是电缆、电气设备和人为火灾，施工过程中要及时清理浮煤，定期冲刷巷道，严禁明火作业和电器失爆，严禁使用变质的炸药。若电气设备着火时，应先切断电源，然后再灭火。第五节 供 电（供电方式、供电距离、电压等级、电气设备、型号、数量等）1、供电途径：采区配电所（200mm 352）主运输大巷局扇开关、锚杆机、煤电钻等开关2、电压等级：660V3、供电示意图：附后第六节 通信和信号 在碛头后50米处安设一部KTHB型矿用本质安全型壁挂话机，通过程控自动交换机与矿调度室各硐室及井下各工作面联系。每掘进50米，延伸一次。 第七节 安全监控系统根据煤矿安全规程第158、159、160、161、162、163、164、165条的要求，为确保矿井安全生产，对掘进工作面回风流中瓦斯浓度超限时能够及时报警和切断电源，在掘进工作面安设瓦斯传感器和断电仪。1、甲烷传感器应布置在巷道的上方，并应不影响行人和行车，安装维护方便；应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。2、甲烷传感器的报警浓度：1.0%CH4；断电浓度：1.5%CH4；复电浓度：1.0%CH4；断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 T1距离局扇5米，T2距离工作面10米。开停传感器安设在局部通风机专用供电线路上。3、瓦斯传感器的断复电浓度及断电范围。（1）断电值：T11%CH4，T21.0% CH4。（2）断电范围：T1、T2本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。（3）复电值：T11.0%CH4，T21.0% CH4。（4）报警值：T11.0%CH4，T21.0% CH4。4、管理措施（1）瓦斯传感器必须安设在支护及顶板完好的地方，距顶板不大于0.3m，距巷壁不小于0.2m。（2）监控人员每7天用标准气样校检一次，发现故障，应及时处理。（3）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同瓦斯传感器实现瓦斯电闭锁，严禁将瓦斯电闭锁甩开不用。（4）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。（5）掘进工作面T1瓦斯传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。（6）洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上。第六章 劳动组织与主要技术经济指标一、劳 动 组 织1组织形式及作业制：实行综合作业小组岗位定员，组内轮休，“三八”作业制。2劳动力配备：掘进每班平均配备10人，全组共配备30人。3施工组织制度：每班“破、装、运、支、控”一个循环内，采用综合作业形式，班内人员为轮休制。出煤、出矸为同一班人员。局部通风机的风筒由当班瓦斯检查员负责管理。“五小电器”、电缆及机械设备的维护由井下值班电钳工负责管理；负载电缆由当班掘进工负责管理。二、正规循环作业图（以早班为例）：三、劳动组织表工作面每班出勤11人。序号项目出 勤 人 数合计配一二三1打眼工（爆破工）333992铲车司机111333胶轮车司机111334电 工111335安全员（班组长）11133瓦检员11133支护工222666合 计1010103030四、主要经济技术指标序号项目名称单位数量1日进尺米5.42日循环数个33循环率%954每循环出勤人数人105工作效率（工作面）米/人0.186掘进断面平方米11.617净断面平方米9.68月进度米154第七章 安全技术措施第一节 “一通三防”一、通风瓦斯管理1、局部通风机必须放在专用的局扇架上，离地面高度必须大于0.3米。2、局部通风机由每班瓦检员负责管理，保证正常运转。3、使用局部通风机，无论工作或交接班都不准停风，任何人不得擅自停机，若要停机必须经通安部同意。同时严格按煤矿安全规程第128条、第129条、第141条规定执行。4、临时停工点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏警标，禁止人员进入，并汇报调度室。5、风机实行挂牌管理，牌板吊挂在风机旁边。6、每月定期检修局部通风机，并严格执行停风、停电审批制度。7、风筒吊挂平直，做到缝环必挂，接头应反边，严禁反接，不得存在漏风，出现破口，车间和班组应及时缝补。风筒出口距碛头不得超5m，以保证碛头有足够风量。8、各级管理人员、技术员、班组长、电钳工必须携带便携式瓦斯检测报警仪入井，随时观测工作点瓦斯浓度。9、工作面及其回风流中的瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，按煤矿安全规程第136条、第138条、第139条规定执行。10、瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯浓度忽高忽低，温度骤降，煤壁发凉，遇地质构造裂隙发育或围岩松散区，煤层发出“丝丝”鞭炮声、开水声，顶板来压，人感到发昏。遇上述情况，必须及时加强通风，停止工作，切断电源，撤出人员进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时，方可恢复工作，若情况危急，应及时撤离危险区域。11、瓦检员每班至少检查2次瓦斯和CO2浓度，并严格执行巡回检查，请示汇报和工作地点手上交接班制度，严格执行“一炮三检”“三人连锁放炮”等放炮管理制度。12、严格按“三级排放”原则进行瓦斯排放，贯通巷道应编制专门的安全技术措施，经总工程师批准后方可执行。二、防尘管理1、巷道内应建立完善的防尘洒水管理，并每隔100m安设一道三通阀门。2、巷道内设移动水幕，距碛头30-50米处，水幕覆盖全断面。放炮时必须打开，放完炮，炮烟吹净后方可关闭。3、必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。4、巷道内所有人员要佩戴防尘口罩。5、装炮时必须使用水炮泥，每眼使用1-2节。6、装岩前必须对爆落的岩石进行洒水降尘。7、煤尘堆积厚度不得超标（即厚度达到2mm），车间应按公司规定定期对煤尘进行冲洗、清扫，连同巷内浮煤定期清运。8、各单位按职责管理好防尘设施设备，发现问题要及时处理。三、防火管理1、电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉等进行灭火，并向调度室作详细汇报。2、因放炮将煤层放燃时应及时用水将火扑灭。3、应使用阻燃风筒和不燃材料支护巷道。4、严禁火种入井，严禁明火作业，严禁电气失爆，井下进行焊接作业必须按公司规定，制定安全技术措施。5、定期清扫浮煤，冲洗煤尘。6、井下使用过的棉纱布头、润滑油、纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专人当班运出。7、防尘水管同时用作消防水管，采区配电所配备2只CO2灭火器，1把消防锹和0.2m3的灭火砂，所有消防物质器材不得移做他用。第二节 顶板1、进入工作地点以前，班组长会同安全员（专职瓦检员）首先对靠近工作面10m内的支护进行仔细检查，确无隐患后方可作业。2、在打眼过程中随时敲帮问顶，打眼工作必须在临时支护可靠的情况下操作，并应安排专人（经验丰富、技能娴熟者）注意安全情况。3、放炮后，须及时清理危岩，恢复临时支护。4、严禁空顶作业，空顶区内随时掺好临时支护，空顶距必须小于1米，遇顶板、围岩破碎时，应加强加密支护，不得空顶作业。第三节 爆破1、爆破工作必须由专职爆破工持证上岗，并严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”，专职瓦检员必须做到不空班、不漏检。2、爆破工领取炸药雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。3、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，拉出单个电雷管后，必须将脚线纽结成短路。4、装配起爆药卷时，必须遵守以下规定：（1）必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电物体爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱子上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时需要数量为限。（2）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。（3）电雷管必须由药卷顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼，电雷管必须安全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线纽结成短路。5、装药前，首先必须专用工具清除炮眼内的岩粉，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，应用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，并扭接成短路，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、轨道、钢丝绳、管路、电缆、信号线、电气设备等导电体相接触。6、严格执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度），加强起爆前瓦斯检查，防止漏检，避免在瓦斯浓度超限的情况下起爆。7、起爆时必须使用矿用防爆型发爆器进行起爆。8、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：（1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；（2）在特殊情况下，如卧底、扩帮、挑顶，确需浅眼爆破时，必须符合下列规定：炮泥封满；每孔装药量不超过一卷；爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯，浓度超过1.0时不准起爆；检查并加固爆破地点附近支护。（3）当炮眼深度为0.61.0m时，封泥长度不得小于眼深的1/2。（4）当炮眼深度超过1.0m时，封泥长度不得小于0.5m。（5）当炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。9、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材料作封泥。严禁用煤粉、块状材料或其他个燃性材料做封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。10、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药、爆破：（1）掘进工作面的空顶距离不符合作业规程的规定，或支护不符合规定。（2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0。（3）在爆破地点20m以内，车辆、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异常、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。（5）掘进工作面风量不足。11、爆破母线长度：起爆地点到爆破地点距离，直线距离不得小于120m并有掩护体，曲线不得低于100m。12、爆破时，要在所有通往爆破地点的各个通道距爆破地点直线120m并有掩体、曲线100m处站岗。班长要委派责任心强的人员站岗。警戒线处应设警戒牌、栏杆或拉绳。巡检人员要一一察看各站岗人员到位后，再通知爆破工起爆；爆破后，站岗人员要等巡检人员通知撤岗时方可撤岗，站岗期间不得擅自离开岗位。13、爆破前，班长必须清点人员，爆破工最后离开爆破地点，由班长下达起爆命令，爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等15秒，方可起爆，严禁用发爆器短路打火检查通电。14、爆破后，待炮烟吹散后，首先由班长、爆破工和瓦检员到工作面检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残眼等情况，认真敲帮问顶，凿掉活煤活渣。15、炸药、雷管要分箱存放并加锁，严禁乱放。爆破器的手把、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁交给他人。爆炸材料必须放在顶板完好、支架完整，并避开机械、电气设备且不受潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料放在警戒线以外的安全地点。16、处理拒爆、残爆时，必须在班长指导下进行，并应在当班处理完毕；如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清除。处理拒爆时，要遵守下列规定：（1）由于连接线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（2）严禁用镐刨、钎子钻或从炮眼内拉雷管脚线。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用钻眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆炮眼。（3）应在距拒爆炮眼0.3m处打一平行炮眼，爆破崩出即可。（4）爆破后，爆破工要收集残炮，并收集未爆雷管。（5）在瞎炮处理完毕前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。17、通电以后，拒爆时，爆破工应先将发爆器钥匙取下，再将爆破母线从发爆器上取下来，纽结成短路，再等15分钟，才能沿线检查拒爆原因。18、当班的装药炮眼应当班放完。在特殊情况下，如果当班留下尚未放完的炮眼，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清除。19、爆破前，应先加固附近支护，撤出风钻等工具，并保护好开关、电缆、潜水泵等设备，以防崩坏。20、严格执行爆破材料领取制度。领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库。严禁乱扔乱放。21、运送爆破材料要遵守下列规定：（1）爆破材料箱必须使用耐压、抗冲撞、防震、防静电的非金属容器。（2）雷管炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆破材料装在衣袋内。（3）运送途中不得逗留，应直接运到工作地点。22、现场有三图（炮眼布置图、巷道断面图、避灾路线图）一书（爆破说明书）；图文清晰、正确、保护完好；图板悬挂位置合理；作业人员必须熟知“三图一书”内容。第四节 机电1、选用设备及电缆必须符合要求，R相5M，R地5M。2、安装及操作必须符合煤矿安全规程要求，做到“三无”、“四有”。3、进入碛头电源必须安设风、瓦电闭锁装置，完善单台设备接地装置，严禁用铝线作接地线。4、安装接线时，严禁违章作业，严格遵守停送电制度，停电工作时，必须悬挂“有人工作，禁止合闸”警示牌，并锁死合闸手柄，严禁约时停送电，严禁带电搬迁机电设备和带电检修设备。5、电缆按规定悬挂整齐，设备摆放整齐，摆放位置合理安全，防止车辆撞击设备。6、电气设备入井前必须进行防爆检查，并出具防爆合格证，严禁非防爆电气设备入井，按规定对井下电气进行防爆检查，发现失爆设备及时处理或升井。7、各种电气设备保护齐全有效、动作灵敏，电工必须按规定进行各种电气实验，严禁丢开保护冒险作业。第