煤矿井下准备巷道运输顺槽作业规程.doc

目 录第一章 概况3第二章 地面位置及地质情况4第一节 地面相对位置邻近开采情况4第二节 煤岩层赋存特征5第三节 地 质 构 造6第四节 水 文 地 质6第三章 巷道布置及支护说明9第一节 巷道布置与矿山压力9第二节 巷道支护9第四章 施工方法及工作组织12第一节 施工方法12第二节 施工工艺流程13第五章 掘进工作面生产系统18第一节 通风系统18第二节 瓦斯防治与安全监测系统21第三节 供电系统22第四节 压风系统22第五节 综合防尘系统23第六节 防灭火系统23第七节 排水系统24第八节 运输系统24第九节 照明、通信和信号24第六章 劳动组织与主要技术经济指标25第一节 劳动组织25第二节 作 业 循 环28第三节主要技术经济指标29第四节 设备及工具配备31第七章 安全技术措施32第一节 一通三防32第二节 爆破33第三节 锚杆施工安全技术措施36第四节 防治水及探放水37第五节 矿压观测及顶板管理38第六节 机电44第七节 运 输45第八节综掘机管理措施61第九节 质量管理和文明施工72第八章 灾害应急措施与避灾路线74第一节 应急措施74第二节 避灾路线79第一章 概况一、工程概况 运输顺槽掘进工作面如下图所示，工程概况见表1-1。表1-1 运输顺槽掘进工作面工程概况序号项目内容说明1巷道布置运输顺槽平面位置图所示2工期要求预计2012年7月份开工，预计2012年12月份完工。3巷道用途满足工作面行人、通风、运输需要4服务年限约8个月5工程量746m6工程投资总工程投资约522.2万元二、编制依据本作业规程是根据公司已批准的回风大巷设计，公司下达的生产计划和114地质队提供的地质报告以及煤矿安全规程、规范和公司等有关技术规定编制的。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置邻近开采情况运输顺槽对应地面为冲沟地貌，多为暴露岩石和荒地，没有需要保护的设施。井上下对照关系情况表煤层名称15#煤水平+800采区名称工作面名称回风大巷地面标高+937m+887m底板标高+798m787m地面位置立井井口北，最近处距井口约130米井下位置及四邻采掘情况井下位于运输大巷西，开门于运输大巷，大致平行于总回风巷自东向西掘进，掘进范围附近无回采记录。第二节 煤岩层赋存特征一、煤层情况15-1号煤层：位于太原组一段上部，上距K2 石灰岩2.67-6.96m，平均4.33m，下距K1砂岩8.67-15.66m，平均12.77m，煤层厚0.95-1.81m，平均1.28m，结构较简单，局部含一夹矸，层位、厚度稳定，大部可采。15-1煤层顶板多为泥岩、砂质泥岩、局部为炭质泥岩；15-1号煤层底板多为泥岩、砂质泥岩。15-2煤层厚0.40.6m，平均厚度0.5m，顶板多为泥岩、砂质泥岩、局部为炭质泥岩。15-3号煤层为低灰-高灰、低硫-高硫、低热值-中热值、中等软化温度灰之贫煤，可作为动力用煤和民用煤。位于太原组一段下部，上距15-1号煤2.58-6.85m，平均4.83m，下距K1砂岩3.48-8.46m，平均6.12m,煤层厚2.04-4.75m，平均2.98m。结构较复杂，局部夹2-3层夹矸，层位稳定、厚度较稳定，全井田可采。15-3号煤层顶板多为泥岩，底板多为泥岩、铝质泥岩和中砂岩。二、15-3顶、底板情况顶底板名称岩石名称 厚度（m）岩性特征老顶粉砂岩5.33灰黑色、含植物化石、具水平层理直接顶泥岩1.08灰色、易碎伪顶碳质、泥岩0.40.8黑色碳质泥岩，随采随落直接底粉砂岩3.61灰黑色、薄层状，含植物化石老底泥岩5.9灰灰黑色第三节 地 质 构 造本井田位于沁水煤田东部中段，晋获断褶带西侧，井田内总体构造形态为一单斜构造，区内发育有S1背斜和S2向斜，分布在井田的西部，S1轴向为N18W，S2轴向为N13W，两翼地层倾角为67；井田内未发现陷落柱及岩浆岩体侵入体，总体构造属简单类型；井田中部发育有一条王庄正断层，落差为20m。王庄正断层位于西沟村北、史家庄村南，由西向东延伸，井田内最大落差20m，倾角70，延伸长1200m，走向N77E，倾向N13W。巷道掘进过程预计无落差大于煤厚断层揭露。第四节 水 文 地 质该区域的直接充水含水层为K2石灰岩岩溶裂隙含水层，距15-1号煤层顶平均间距4.33m，距15-2号煤顶层平均间距7.75m，距15-3号煤层顶平均间距10.28m，分布范围广, K2石灰岩厚度2.20-17.95m,平均7.80m,垂直裂隙发育,矿井开采15号煤层时，尽管导水裂隙带容易沟通浅层地下水，但富水性弱，难于形成水害威胁。由于矿区及周边地区过量开采，使奥灰水位标高由上世纪70年代的720m降至现在的水位标高601.95m，形成降落漏斗，水位下降对开采15号煤层有利，可消除对其底板产生突水的威胁。由于本区域小煤窑甚多，大部分老窑和已关闭小煤矿井口已被严重破坏或者封闭，采空区分布情况复杂，目前该区域主要水患为采空区积水或古空区积水。在掘进期间严格执行“有掘必探”制度，严格按照探放水设计探水，并及时疏通水沟、布置排水管道、水泵等排水设备。煤（岩）赋存特征(见围岩柱状图3) 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置与矿山压力1、巷道布置：运输顺槽开门于运输大巷A9测点北93米处，以2902345方位以45上坡掘进，揭露15-1层煤后，巷道沿15-1煤层顶板掘进，附开门施工大样图。2、断面尺寸：设计断面为矩形断面，荒宽度3600mm，荒高度2500mm，荒面积9.0，前50米锚网喷支护，喷浆厚度100mm，不铺底，净面积8.2，50米后为锚网支护，附断面支护图。3、矿山压力：本区顶板为灰黑色炭质泥岩，属于类中等坚固围岩。由于巷道周围没有回采活动，该工作面主要受矿山静压力和掘进工作面产生集中应力、构造应力的影响。第二节 巷道支护巷道采用矩形断面，采用锚网支护（前50米为锚网喷支护），当巷道通过构造、软岩区、压力异常区时，探到老空区或老空巷道时，及时编制补充措施，并按措施要求施工。一、临时支护1、临时支护形式：临时支护采用3根3寸钢管作前探梁，分别用三个吊环固定在专用吊环锚杆上，上下坡掘进，梁上设防滑装置。前探梁上用背板接顶，背紧背牢。背板两端伸出前探梁不小于200mm。2、前探梁及吊环规格：前探梁：用直径3寸，长4m，厚度不小于5mm的钢管制作。吊环：用16mm圆钢制作的专用吊环，用锚杆螺帽固定在锚杆上且必须拧满扣。二、永久支护永久支护为设计院设计（本规程不在做支护参数计算），永久支护为锚网支护。1、顶锚杆：采用22mm2200mm树脂锚杆（前50米用金属锚杆），锚杆间排距800mm。锚杆预紧力不低于140Nm,锚固力不低于100KN。2、帮锚杆：采用18mm1800mm树脂锚杆（前50米用金属锚杆），锚杆间排距800mm。锚杆预紧力不低于140Nm,锚固力不低于64KN。3、树脂锚固剂：顶锚杆使用CK2335和CK2360型各一支。帮锚杆使用CK2360型一支。4、金属网规格：前50米顶帮使用4金属网片，网格为100100mm，50米后使用塑料网片，网之间搭接100mm,联网时交叉点用14#铁丝相连，必须连接牢固，保证联网质量。5、巷道前50米喷浆，喷射砼强度C20，喷射厚度为100mm，喷浆前，先按巷道规格挂好喷浆顶、边线，再检查好所有的喷浆机具，先冲刷岩壁，然后喷射砼至设计要求。喷射砼原料采用：水泥为晋牌P0 42.5R普通硅酸盐水泥；河北产中粗河砂，含泥量不超过3%，细度模数取MK=3.0；碎石选用本地壶关产、粒径 5-10mm米石，用饮用水，施工前要做好配比试验，并严格按配合比拌料。5、喷射砼的制作与输送井上拌料场按配合比将水泥、石子和河砂送入搅拌机内搅拌均匀，然后用矿车通过绞车运至井下工作面，喷射时人工按规定掺量加入3-5%的速凝剂，进行喷射混凝土施工。第三节 管线及轨道敷设一、管线1、掘进施工中电缆敷设在人行道一侧，电缆每隔1.5m使用专用6钩电缆钩悬挂一处，悬挂高度不低于2m，通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不小于0.3m。2、风筒吊挂在非人行道一侧。风筒吊挂要平直，逢环必挂，不影响运输。风筒出风口距工作面不大于5m。3、管路敷设在非人行道一侧，最下面钢管敷设高度距底板不小于1.2m，自下而上依次为4英寸排水管路、2英寸备用排水管路、3英寸高压洒水管路、4英寸压风管路。排水管路距工作面不大于30m；压风管路距工作面不大于20m；高压洒水管路距工作面不超过30m，其余部分用软管连接。二、轨道掘进临时轨道规格为24kg/m，轨距600mm，采用木枕木，轨枕间距不大于1m。轨道铺设必须符合质量标准化要求。轨道铺设要求:1、轨道型号：24kg/m。2、轨道接头间隙:不得大于10mm。3、轨道轨距误差：+10mm5mm。4、轨道水平误差：不得超过10mm。5、轨道高低差、内错差不得大于5mm。6、轨枕间距为1m，施工时不得大于1m。7、道夹板及其螺栓等连接件要齐全紧固，不松动。8、轨枕要水平且铺在实底上，不得悬空。当底板倾斜时采取落底板的方法将轨枕放置水平。9、固定轨道的铁楔子要打紧打牢。10、铺设轨道前，要悬挂好轨道中心线，中心线误差不得超过30mm。11、所有铺设的轨道必须做到平、稳、直，符合质量标准化要求。第四章 施工方法及工作组织第一节 施工方法一、巷道施工顺序：巷道开门于运输大巷，以45上坡掘进，掘进到15-1煤层后，按设计方位自东向西沿15-1煤层顶板掘进。二、施工方法巷道前50米采用炮掘掘进，刮板输送机运输，人工风钻打眼，锚网（前30米锚网喷）支护。50米后采用掘进机割煤岩，皮带运输，锚网支护。三、运输方式（1）炮掘出渣：人工攉渣刮板输送机运输运输大巷皮带 运输巷主斜井皮带 主斜井地面。（2）机掘出渣：掘进机割煤岩运输巷皮带主斜井皮带 主斜井地面。（2）运料：掘进工作所需材料由副斜井 副斜井井底车场 轨道巷 总回风巷运输大巷运输顺槽掘进工作面。四、施工工序炮掘时：交接班安检 洒水 延接刮板输送机 标定中线 按照炮眼布置图标记炮眼位置 钻眼 检测瓦斯 装药 检测瓦斯 放炮 检测瓦斯 敲帮问顶 前探梁支护 洒水 标定顶部锚杆眼位 搭接网片 钻眼 安装锚杆出矸 标定帮部锚杆眼位 搭接网片 钻眼 安装锚杆 安全质量检查 整理质量搞好文明生产。机掘时：交接班安检 洒水 延伸皮带 标定中线 掘进机割煤岩 敲帮问顶 前探梁支护 标定顶部锚杆眼位 搭接网片 钻眼 安装锚杆标定帮部锚杆眼位 搭接网片 钻眼 安装锚杆 安全质量检查 整理质量搞好文明生产。第二节 施工工艺流程一、炮掘工艺1、布置好精确的中腰线。2、钻眼：根据设计中线和炮眼布置图确定炮眼位置，采用YT28风钻配合2m的中空六角合金钻杆钻眼。3、洒水冲洗煤岩壁，检查瓦斯浓度不得高于1%，方可装药。4、装药（1）爆破采用矿用2#乳化炸药，毫秒延期电雷管，做引爆药卷时，电雷管必须从顶部全部插入药卷内，严禁将电雷管捆在药卷上。（2）用竹签或带尖的木棍将引药卷扎个孔，然后将电雷管插入药卷，用脚线将药卷缠住，并将脚线扭结成短路。（3）清除炮眼内的煤岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，严禁用锚杆或其他金属杆体代替炮棍，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。（4）严格按正向装药，先将普通柱状药卷，依次装入眼内，最后装入带雷管的引爆药卷，雷管和所有药卷的聚能穴均朝向眼底。然后用水泡泥、炮泥充填炮眼的剩余部分。5、检查瓦斯浓度：爆破前瓦检员检查瓦斯，放炮地点20米范围内，瓦斯浓度不得高于1%，方可联线放炮。6、联线（1）工作面内，留班组长和放炮员布置放炮线，其他人员全部撤出。（2）由班长指派专人到指定地点设岗警戒。（3）放炮母线远离工作面一头扭结短路，防止杂散电流形成通路。（4）放炮母线工作面端与脚线联接，沿巷道一侧向外悬挂。7、放炮（1）班组长清点人数，确认无误后下达放炮命令。（2）放炮员接到命令，发出信号，大喊三声“放炮了”至少再等5秒钟，确认无误后，方可放炮，起爆后将母线从电源上摘下，并将其扭结短路。（3）爆破后，待工作面的炮烟吹散，爆破工、瓦检员和班组长必须巡视爆破地点，检查支护、通风、瓦斯、煤尘、顶板、拒爆、残爆等情况，如有危险情况立即处理。处理完毕确认无安全威胁后，其他人员方可进入工作面作业。8、前探梁支护工作面放炮后，首先站在安全地点用长柄工具敲帮问顶，及时处理活煤活矸，确认无问题后，迅速向前窜前探梁，顶部用背板背实背牢，确保支设牢固。9、出矸工作面的煤和矸，利用人工攉到刮板机上，用矿车接装,通过巷道内矿车提升至地面。10、锚网支护（1)、顶部锚杆施工： 利用MYT-150S锚杆钻机钻顶眼，钻机必须支设牢固。采用28mm钻头，用1.0m中空六方短钻杆钻进。钻眼时，严格按锚杆间排距设计进行，钻机升起使钻头插入相应的孔中，然后开动钻机进行钻眼。眼深为2150mm，误差050mm，角度与顶板垂直，误差不大于15。钻头钻到预定眼深后，下缩锚杆机，同时清除孔内煤（矸）粉和泥浆。利用锚杆杆体将树脂药卷（CK2335、CK2360各一支）轻推送到顶眼眼底。锚杆杆体套上锚杆托板及锚杆螺母，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起钻机，用钻机搅拌树脂药卷同时向上推进锚杆。搅拌时间控制在10-30秒，中途不得间断，使树脂药卷充分与孔壁和杆体胶结凝固成一体。锚杆推至眼底后继续搅拌30秒钟方可停止搅拌。停止搅拌后等待5分钟左右，利用钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。用力矩扳手检验锚杆的预紧力，预紧力矩不得小于140Nm。 （2）、帮部锚杆施工：帮部使用YT-24风钻或ZQS-50/300型手持式气动钻机打眼。帮部锚杆紧跟迎头，安装时，两人一组，操作锚杆钻机按设计角度及位置钻帮眼，锚杆眼深为2150mm，误差050mm，帮锚杆安装用液压钻机搅拌药卷，使用CK2360一支树脂药卷。帮锚杆用液压钻机预紧，用力矩扳手检验锚杆的预紧力不小于100Nm。 11、喷浆（巷道前30米）喷射砼强度C20，喷射距离垂直于表面0.6-1.0米为宜，喷射顺序自下而上，先帮后顶，喷射厚度100mm。喷后及时保养，每班洒水一次，一周后每天洒水一次，连续保养时间不低于28天。二、机掘工艺1、布置好精确的中腰线，在掘进迎头标定好巷道轮廓。2、巷道掘进施工中，用EBZ135型掘进机破煤（岩）。严格按照机器的截割顺序进行操作，顶板正常情况下，从左帮下部钻进开切，当达到预定的掘进速度后，向右横掏槽，开出一个自由面，由下向上，从左到右呈“Z”型切割，直到巷道顶板，达到设计断面。顶板破碎时，从左帮上部钻进开切，当达到预定的掘进速度后，向右横掏槽，开出一个自由面，由上向下，从左到右呈“Z”型切割，直到巷道底板，达到设计断面。3、用EBZ135型掘进机破煤（岩）过程，同时装运煤（岩）至30T刮板机，然后40T刮板机、皮带外运。4、完成一个循环进尺后，把综掘机退出迎头3米以外，按照炮掘支护工艺要求，进行临时支护和永久支护（同炮掘支护工艺），全部进行完后再进行下一个循环。第五章 掘进工作面生产系统第一节 通风系统一、通风方式及供风距离1、本工作面掘进采用压入式局部通风，局扇为2台FBDNo.6/215对旋式压入式风机，实现双风机双电源自动切换，风筒为600mm阻燃风筒，风筒出口距离工作面不大于5m，风筒要求逢环必挂，吊挂平直，接口严密不透风，风机实行挂牌管理，专人负责。2、局扇采用风电及瓦斯电闭锁保护。3、掘进工作面风量计算 （1）按瓦斯涌出量计算: Q掘=100QCH4K =1000.071.7 =11.4(m3/min)式中：Q掘掘进工作面的实际需要风量，m3/min QCH4掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.07m3/min K掘进工作面的通风系数,取1.7（2）按工作面同时作业人数计算需要风量：Q掘=4N=420=80（m3/min）式中：Q掘掘进工作面的实际需要风量，m3/min N掘进工作面同时工作的最多人数，取20人 4每人供给的最小风量，m3/min （3）按工作面炸药量计算需风量：Q掘 10A（m3/min） 式中：A 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量。Q掘 1017.4=174.0(m3/min)（4）按风速进行验证 按最低风速验证，工作面的最低风量 Q掘600.25S掘 600.259.0=135.0（m3/min）式中：Q掘掘进工作面的实际需要风量，m3/min S掘巷道掘进断面，m2 0.25煤矿安全规程中规定的煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风速m/S 按最高风速验证，工作面的最高风量： Q掘604S掘 6049.0 2160.0（m3/min）式中：Q掘掘进工作面的实际需要风量，m3/minS掘巷道掘进断面，m2 4煤矿安全规程中规定掘进中的煤巷或半煤岩巷工作面最高风速m/S （5）根据以上风量计算的最高风量和风量的两个验证，掘进工作面确定风量为174m3/min，符合规定要求。（6）按工作面实际吸风量计算所需配风量 Q扇=K1Q掘=1.15174 =200.1(m3/ min)式中：Q扇局部扇风机的吸入风量m3/min。 K1风筒漏风系数，当风筒长度（L）: L500m时， K1=1.05; 当500m L1000m时，K1=1.10; 当1000mL1500m时，K1=1.15; 当1500m L时，K1=1.20。运输顺槽最大通风距离为1031米，故取1.15。 Q掘掘进工作面需风量200.1m3/min。 （7）风机选型： 根据215风机的参数其吸风量300 m3/min，最后确定为215KW风机，完全满足要求。 根据以上计算，风量200.1m3/min300m3/min符合煤矿安全规程规定的风速要求，故本掘进工作面的配风量取最大值200.1m3/min满足需求。4、风流路线新鲜风流：主斜井井口主斜井主斜井井底车场运输大巷掘进工作面泛风流: 掘进工作面运输大巷总回风巷回风立井地面附图：通风系统示意图第二节 瓦斯防治与安全监测系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对施工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%）必须进行处理。2、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作，进行处理。3、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、掘进时，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探头安设在距迎头不大于5m的巷道内，风筒对侧，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距帮不得大于200mm。2、甲烷传感器探头报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.2%CH4，复电浓度为0.8%CH4，断电范围为本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。报警后严谨放炮，断电后停工撤人。3、监测电缆应敷设于电源电缆的上方，间距不得小于100mm。三、局部通风机开、停传感器 局部通风机开、停传感器安设在风机专用线上。附：监测监控系统图第三节 供电系统一、供电概况1、供电方式：供电电源采用本矿地面变电站10KV电源，在井下中央变电所通道内经矿用隔爆型移动变电站KBSGZY-500降为660V以后，接矿用隔爆型真空馈电KBZ-400开关供井下工作面各机电设备使用。二、低压电器设备的选择遵循煤矿安全规程，采掘工作面的低压开关和电气设备，应为隔爆型、本质安全型或隔爆兼本质安全型的。附图：供电系统图、电气设备布置图第四节 压风系统风源来自地面压风机房，自主斜井经主斜井井底车场、运输大巷、总回风巷接入迎头，分别用4寸、2寸铁管和1寸胶管接至迎头。地面风压为6MPa，迎头风压最小为3.5MPa。压风系统：地面压风机房主斜井主斜井井底车场运输大巷运输顺槽掘进迎头。第五节 综合防尘系统1、供水方式：直接引自工业广场的蓄水池接焊管供水至工作面。2、供水系统： 地面蓄水池三寸钢管主斜井主斜井井底车场运输大巷运输顺槽掘进迎头。3、钢管距工作面不超过30m,设三通，胶管紧跟工作面，以满足工作面正常用水需要。4、巷道中每隔50m设一个三通甩头，以便冲洗巷道及消防使用，生产班生产前，必须冲洗工作面以外50m范围内的巷道，50m以外每星期冲洗一次。5、各转载点设置三通，供喷雾降尘。出矸（煤）时，必须同时打开喷雾。6、巷道内设置全断面水幕，距工作面不大于50m，打眼、放炮时及掘进机掘进过程要打开喷雾降尘。7、钻眼采用湿式打眼，装药时用水炮泥。8、出煤时洒水，放炮前后冲刷煤壁。9、搞好个人防尘，佩带防尘口罩。10、掘进机采用截割喷雾、扒装前洒水、冲刷岩帮、开放水幕。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，则必须使用外喷雾装置和除尘器。第六节 防灭火系统巷道掘进过程，防火的重点是防止设备、机械摩擦生热、电缆线和人为火灾。巷口有备用的沙子、岩粉直接灭火。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自地面主斜井主斜井井底车场运输大巷运输顺槽掘进迎头，分别用2寸管和1寸胶管接至工作面。防火供水路线：地面主斜井主斜井井底车场运输大巷运输顺槽掘进迎头（巷道内水幕、冲刷岩帮水管）。第七节 排水系统1、排水系统排水方式：使用2台风泵（1台备用）将工作面的积水排至总回风巷排水沟，再经总回风巷排水沟流进回风立井井窝，再由井窝，经水泵抽至地面。排水管路选用4寸、2寸（备用）焊管。排水系统：运输顺槽工作面总回风巷水沟立井井底水窝内水泵（4寸钢管）地面 附：排水系统图第八节 运输系统炮掘时：工作面爆破落岩人工攉岩刮板输送机运岩运输大巷皮带主斜井皮带地面机掘时：掘进机割煤岩、装煤岩掘进机皮带运输大巷皮带主斜井皮带地面地面运料副斜井副井井底车场轨道巷3#联络巷运输大巷运输顺槽掘进工作面附图：运输路线系统示意图 第九节 照明、通信和信号1、信号：在井底信号硐室内设一套声光信号系统与井口信号房联系，再由井口信号房与绞车房联系。信号电缆选用KVV-54型橡套电缆,井底内斜巷每50米设一处行车警示灯 ,电缆采用橡套电缆。2、通讯：井底信号硐室、井口信号房与地面绞车房，设一套程控电话相互联系，并与甲方内部程控调度电话连接。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织1、炮掘时采用“三八”制循环作业方式，每天1个循环，循环进尺2.0m。劳动组织见下表： 炮掘工作面劳动组织表班次打眼工出渣工放炮员瓦检员安全员喷浆工跟班班长合计掘进班4111（1）7掘进班511（1）7喷浆班15（1）6合 计451235（3）20说明：括号内为兼职附：炮掘循环作业图表2、机掘时巷道掘进采用“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班4个循环，循环进尺0.8m。机 掘 劳 动 组 织 表工 种出勤人数 延续时间（h）计01234567 8掘进机司机1113支护工2226队长兼验收员1113溜子司机2226皮带司机1113附：正规循环作业图表八班长1113喷浆工兼兼兼 上料工2226运料工兼兼兼拌料工兼兼兼 合计10101030附：机掘循环作业图表及截割轨迹图第二节 作 业 循 环1、炮掘劳动组织：实行“三八”制作业方式，机电采用包机制，定岗定员。劳动力配备23人，其中：打眼工4人，出渣工5人，放炮员1人，瓦检员2人，安全员3人，喷浆工5人，班长3人，项目部管理人员3人。2、炮掘循环作业：施工实行两掘一喷，三八制作业方式，24小时完成2.0米循环作业。3、机掘劳动组织：实行“三八”制作业方式，机电采用包机制，定岗定员。劳动力配备33人，其中：掘进机司机3人，支护工6人，溜子司机6人，皮带司机3人，安全员3人，瓦检员3人，上料工6人，班长3人，项目部管理人员3人。4、机掘循环作业情况：为保证正规循环作业的完成，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1、炮掘技术经济指标表序号名称单位数量1工作面长度m7462巷道荒断面m29.03循环进尺m2.04每天循环数个15日进度m2.06班出勤个7或67日出勤个208直接工效m/个0.19坑木消耗m/m0.152、机掘技术经济指标表 序号项目单位指标备注1每循环在册人数人11 2每循环出勤人数人103出勤率%994班循环进尺m3.25效率M工0.326月循环次数个280按30天/月计算7月进尺m2248坑木消耗m3/m0.059黄油消耗Kg/m0.110齿轮油消耗Kg/m0.111液压油消耗Kg/m0.212截齿消耗个/m0.53、炮掘日循环支护材料消耗表锚 杆/循环铁托盘（个）需铺金属网面积（m）顶锚杆数量（根）帮锚杆数量（根）药卷（卷）1524543918.44、机掘日循环支护材料消耗表锚 杆/循环铁托盘（个）需铺金属网面积（m）顶锚杆数量（根）帮锚杆数量（根）508013042第四节 设备及工具配备设备及工具配备见下表。机 具 名 称单位数量机具名称 备 注风钻台3YT-27刮板输送机机台130T调度绞车台211.4kw锚杆机台2MYT150S局部通风机台2FBDNo.6/215喷浆机台1HPLG5轨道米150024kg/m掘进机台1皮带部1第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风、瓦斯管理煤层预测瓦斯相对涌出量为1.14m3/t,瓦斯绝对涌出量为0.07 m3/min,瓦斯涌出量较小。但为提高安全保障，仍按高瓦斯管理。1、加强局部通风管理，采用双风机、双电源、自动换向分风器、“三专”供电、风电闭锁和瓦斯电闭锁。同时加强局部通风的管理，防止风筒漏风，保证掘进工作面足够的风量。2、加强检查。设专职瓦斯检查员，跟班检查瓦斯；班组长、电钳工下井必须携带便携式甲烷检测报警仪。3、严禁无计划停风。因检修停电停风时，必须写出措施，认真落实。恢复通风前，必须经瓦检员检查风机及其开关附近10m内风流中瓦斯浓度，均不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机恢复通风。4、加强巷道的维护，发生冒顶时及时填充，防止瓦斯积聚。5、通风机必须实行挂牌管理，风筒必须吊挂平直、逢环必挂。6、风筒无破口（末端除外），发现破口要及时修补或更换。工作面不得随意拆开风筒或开岔口，风筒出风口距离工作面不得大于5m，且保证风量充足。7、离迎头不超过5m的地方安设一个瓦斯传感器，在距回风口10m-15m的地方安置一个瓦斯传感器，与各班瓦检员的光学甲烷检测仪共同对工作面瓦斯实行有效监测。瓦斯传感器悬挂距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。8、瓦检员每班必须至少检测三次瓦斯，瓦斯超限立即汇报调度室、总工和公司值班领导，并采取措施进行处理。9、工作面回风流中，瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，并在巷道入口处打上临时密闭、悬挂警示牌，禁止人员进入，并采取措施进行处理。二、防火管理1、严禁烟草及点火物品入井，严禁在井下私拆矿灯，严格控制管理各种生产性火源。2、各转载点、配电点、油脂堆放点都要配备齐全沙箱、消防铲、消防桶、灭火器。3、加强机电设备管理，杜绝失爆，机电设备检修时，严禁带电作业，工作面所有油脂要妥善存放，各减速机漏油处必须及时处理，地下油迹必须及时清洗干净，废旧油，棉沙不准乱扔，存放在加盖的铁箱内，集中上井。4、保证沙箱沙量符合要求，灭火器有效。5、电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用砂子进行灭火，严禁使用水管灭火。6、因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用砂子或水管用水灭火。7、发生火灾时要及时启动应急预案，通知调度室和有关领导，并采取积极措施，防止事故扩大。第二节 爆破1、施工前检查电缆有无破口、漏电，钻杆是否弯曲。2、打眼时，如果工作面出现涌水，瓦斯涌出等异常情况，应立即停止打眼，不得拔出钻杆，并及时向公司调度室汇报。3、工作面若有积水，必须把工作面积水排净。不得在水中打眼。4、放炮员持证上岗，执行“三人联锁放炮制”和“一炮三检制”。5、放炮员加工引药时，必须记清段别，电雷管段位必须与爆破说明书规定要求对应，不得串位。6、加工引药必须在远离电源、导电体、顶板完好、支架完整的地点进行，严禁坐在火药箱上装配引药，装配引药以当时当地所需数量为限。7、放炮员的钥匙必须由放炮员随身携带，不得移交他人，不到放炮通电时，不得将钥匙插入放炮器内，放炮后必须立即将钥匙拨出，摘掉母线并扭结成短路。8、放炮员必须将雷管、火药分别存放在两个加锁的木箱内，严禁乱扔乱放。炸药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械电气设备的地点，每次放炮时，都必须把药箱放在警戒线以外的安全地点。9、打眼、装药时，待瓦检员检查放炮地点附近20m风流中的瓦斯浓度不超过1%时，工作面无煤尘堆积，通风、喷雾、洒水系统正常，方可进行装药作业，装药联线不得与其它工序平行作业。10、装药时严格分清段别，严禁错装，以免发生事故。11、炮眼封泥必须水炮泥，严禁用煤粉，碳块或可燃性材料作炮眼封泥，封泥长度小于600的炮眼不准装药放炮。12、严禁多人操作放炮，坚持使用水炮泥和洒水降尘，放炮前后进行洒水降尘。13、放炮母线长度：煤巷直线距离不小于100m，拐弯放炮不小于75m，放炮母线不得有破口和明接头，放炮母线必须单独挂在风筒一侧，严禁与其他电缆挂在一起，放炮母线应随用随挂，如受条件限制，不能单独悬挂，则必须与电源线保持300mm距离。14、放炮前，脚线的连接工作可由有经验的班组长协助放炮员进行，放炮母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。15、放炮前，必须把施工点附近的电缆，电气设备和其它机电设备遮挡好，以免放炮崩倒，损坏设备。16、放炮前必须保护好风筒、设备、电缆等。以防损坏。17、放炮前，班组长清点人员，在有可能进入放炮点的所有通道设好警戒，以免他人误入放炮区。放炮警戒距离直巷不小于100mm，拐弯巷道不小于75m。18、放炮位置确定后，检查施工位置前后10m的支护情况，必要时用打带帽点柱等有效方法加强顶板管理，详细检查支护情况，确认安全情况下方可放炮施工。19、放炮后，班组长、放炮员及时敲帮问顶，加强顶板管理，防止冒顶事故发生。20、处理瞎炮（残炮）必须在班组长直接指挥下进行，并应当班处理完毕，如果当班处理不完，必须在现场同下一班放炮员交待清楚。处理瞎炮时，必须遵守下列规定：（1）放炮后15分钟内，不能进入爆区，并将母线摘下短接。（2）因联线不良造成的瞎炮，可以重新连线放炮。如因其它原因造成的瞎炮，可在0.3m处打一个与瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮。（3）严禁用风镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管，严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药。（4）处理瞎炮的炮眼起爆后，放炮员必须仔细检查爆破后的矸石，收集未爆的电雷管。21、严格按规定的方向、深度打眼，严格按爆破说明书进行装药、连线、起爆。22、严格执行火药领退制度，领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回火药库，严禁乱扔乱放。23保证自作业地点以外的退路畅通。 第三节 锚杆施工安全技术措施1、为了保证施工质量，须每班对锚杆锚固力进行抽检（10%的比例），锚杆预紧力不低于140Nm,顶锚杆锚固力不低于100KN，帮锚杆锚固力不低于64KN。发现不合格锚杆应在其周围重新补打。2、掘进时形成的巷道超宽或超高大于200mm时，应及时处理，可采用补打单体锚杆的方法进行补强，补打情况根据现场情况写出措施进行调整。3、巷道地质条件发生变化，遇到顶板破碎、离层严重或过破碎带时，造成锚杆锚固困难时应根据变化程度，可采用增补锚索、打托梁、缩小排距及增补棚式支护等方法加强顶板管理。任何情况下严禁随意放大排距。遇到软煤时，锚杆必须全长锚固。4、顶板铺网时，要求拉直拉紧，紧贴顶板。5、施工过程中，严格执行敲帮问顶制度。第四节 防治水及探放水1、掘进坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，钻孔钻进一定深度后，再掘进巷道，且钻孔深度对巷道掘进距离应始终保持一段超前距离，以确保掘进工作的安全。根据上述原则，确定钻孔的超前距离为30m，钻孔有效深度不小于60m。2、工作面在上山掘进过程中，要保证排水沟干净清洁，无杂物，以便排水使用。3、掘进中发现工作面附近起雾、空气变冷、听见水响、顶板淋水增大、底板涌水、巷壁挂汗、煤层发潮变暗等透水预兆，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员，并做好探放水准备。4、探放水时，测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计确定探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。5、安装钻机探水前，必须遵守下列规定：（1）、加强钻场附近的巷道支护，并在工作面备好足够的立柱及其他用于防水的支护材料。（2）、清干净巷道内的杂物和浮煤，位于上山巷时要清理干净排水沟；位于平巷或下山时，要将排水泵和排水管路接通，保证能够及时排出工作面的积水。（3）、在打钻地点或附近安设一部能专用电话。6 、打探水钻孔前，必须进行敲帮问顶，加固工作面支护，详细检查钻机的安装情况和各部件的连接情况并进行试运转，确认安全无误后，方可开始作业。7、打探水钻孔时，钻探工要时刻观察钻孔及煤帮情况，发现煤质松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状，必须停止钻进（但不得拔出钻杆或随意移动钻杆），迅速用立柱、木板等支护材料背紧煤帮，加固支护，将钻杆固定牢固，立即向调度室汇报，并通知所有可能受水害威胁的人员。同时要指定有经验的专人派人监测水情。在情况危机时，必须立即撤出所有受水害威胁地区的人员到安全地点，通知调度室，然后采取措施，进行处理。8、当探到水源时，必须将工作面的煤壁背紧、支架加固后，方可进行放水。放水前，与放水工作无关的人员要撤到安全地点。9、放水时，探放水负责人要现场统一指挥，确保安全作业。10、探放水孔必须要有标志，并做好记录。11、在下山或平巷，放水过程中，要根据钻孔的流水量及时启动相应的排水泵，保证正常排水。12、在钻探过程中，瓦斯检查工要在现场随时检查空气成分，如瓦斯、二氧化碳及其它有害气体浓度超过煤矿安全规程规定时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理并报调度室，应立即启动公司事故灾害应急救援预案。13、探放水工作由探水队监督，安监科、通风科监管探放水全过程，技术科负责探放水资料回收工作，队组技术员负责做好记录，并及时上报相关科室和领导。第五节 矿压观测及顶板管理（一）矿压观测1、矿压监测目的矿压监测是实现矿山生产科学管理必不可少的基础工作；矿压监测是正确进行采矿设计、合理选择支护形式及支架类型，加强顶板管理，保证安全生产的重要环节。在锚杆锚索支护的巷道掘进施工期间，矿压观测可及时了解和掌握巷道在整个服务期间的巷道围岩变形情况和锚杆锚索的支护效应。对观测数据的分析，可科学指导掘进施工及锚杆支护设计，以保证巷道正常施工及人员安全。2、矿压监测内容和方法巷道矿压监测包括巷道表面位移观测、巷道顶板离层监测、锚杆(索)受力监测、煤岩体应力监测等内容。(1) 巷道表面位移观测。巷道表面位移包括顶底板相对移近量、顶板下沉量、底臌量、两帮相对移近量、帮位移量等。巷道表面位移的测量方法比较简单，可采用钢尺、卷尺等测量。(2) 巷道顶板离层监测。巷道开挖后，围岩产生变形，顶板出现下沉。顶板不同深度的位移是不相同的，一般浅部岩层的位移较大，深部岩层的位移较小，导致浅部岩层与深部岩层出现位移差。位移差由煤岩体的弹塑性变形、结构面(层理、节理、裂隙等)变形等组成。在结构面比较发育的条件下，结构面变形占主要部分，而且是影响顶板稳定性的主要因素。巷道顶板离层包括锚固区内离层值和锚固区外离层值，可采用顶板离层指示仪测量。(3) 锚杆受力监测。锚杆与锚索受力监测是巷道矿压监测的重要内容。通过监测支护体受力大小与分布，可比较全面地了解锚杆与锚索工作状况，判断锚杆是否发生屈服和破断，评价巷道围岩的稳定性与安全性，锚杆支护设计是否合理。根据监测数据提出对支护设计修改的建议。测量锚杆(索)受力仪器有测力锚杆、锚杆(索)测力计等。 3、矿压观测制度（1）生产科要不定时对所有锚网巷道进行锚杆锚固力、预紧力的抽检，观测表面位移测站和顶板离层仪读数。并根据施工现场做好锚网巷道矿压报表（包括锚杆锚固力、预紧力抽检情况，表面位移测站、顶板离层仪变化情况），每周不少于一次，经科领导审核批准后，上报生产矿长或矿总工程师审批，然后下发到施工单位，有利于指导生产。（2）施工队组严格按作业规程规定搞好矿压监测，设置记录台帐（包括锚杆锚固力、预紧力抽检情况，表面位移测站、顶板离层仪变化情况），设专人管理记录，做好监测记录，观测数据必须现场取得，真实有效。（3）到设置综合测站位置时，队组技术员、现场工作人员协助组织安装，并同矿压组人员测试初始数据。（4）施工队组严格按作业规程规定安设顶板离层仪，每个顶板离层对应必须安设表面位移测站，观测巷道变形量，严格按规定进行观测及记录。（5）离层指示仪安装时应尽量使深浅测筒读数为零，正常误差不充许超过5mm，精确到1mm。（6）离层指示仪孔深严格按规程规定执行，离层指示仪孔必须保证铅垂顶板打设，以保证离层指示仪安装后测绳自然下垂。（7）离层指示仪深浅部测筒不得被网片、风筒绊住，影响顶板离层监测。（8）顶板离层仪挂牌管理，牌挂在顶板离层仪前后0.5米范围，并采用双股16铁丝吊挂，与顶网牢固扭结在一起，并将牌板规定内容填写完善。（9）掘进工作面依据顶板离层数据进行顶板管理，离层值在超过50mm毫米时，要停止掘进，对该离层仪前后20米范围内部打锚杆或锚索；离层值大于100毫米时，及时汇报生产科及矿总工程师，制定相应加固措施，加强顶板管理，必要时由设计人员重新进行巷道支护设计。（10）要定期对巷道支护情况进行检查，跟班队干、班组长每班进行检查，发现有顶板下沉量增加、两帮移近量加大及锚杆支护失效或存在断梁折腿或变形严重的支架等情况时必须及时汇报队值班及生产科。（11）队组必须制作专用的锚杆扭紧工具，不得使用检测工具作为施