煤矿运输巷(规程).doc

汾西矿业集团公司曙光煤业第一章 地质概况一、地面位置1218运输巷地表位置大部分为第三、四系黄土覆盖，工作面中东部为西沟村及村庄的耕地和山坡地段。二、井下位置及四邻采掘情况1218运输巷南邻未掘进的1218材料巷，北部为尚未掘进的1220材料巷，东邻一采集中轨道巷，西为一采区边界。三、煤层情况1218运输巷延2#煤层掘进，2#及2#下是回采工作面的回采煤层，位于山西组的中下部，呈一组煤，位于山西组第二沉积旋回系列中，上距上石盒子组底界砂岩（K10）约120m，距K8砂岩约25-30m，下到K4灰岩约40m左右，两层煤相距0.1-1.68m，0-1000m范围内两煤层的夹矸小于0.7m，统称为2#煤；1000-2000m范围内夹矸大于0.7m，分叉为2#煤与2#下煤，夹矸岩性多为含炭质泥岩或泥岩，有时为泥砂岩。 四、煤层顶底板情况附表1.1 煤层顶底板情况表煤层顶底板顶底板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶砂质页岩6.5致密坚硬，不易跨落直接顶泥质页岩局部为砂质页岩1.6 破碎、裂隙发育、易跨落，在工作面中部9001200m范围内缺失。伪 顶泥岩0.2时有时无、随采随落。 直接底砂质页岩2.4粉砂岩透镜状水平层理，具有裂隙。老 底细粒砂岩2.42水平层理裂隙发育坚硬f=6左右。五、地质概况1218运输巷掘进工作面由一个完整的褶曲构造组成，即向斜-背斜，其余部份为小型圆弧褶曲。据相邻巷道揭露及三维地震资料显示：巷道在掘进过程中在340m处可能为遇到一条落差为2.1m的正断层；在750m处可能会遇到一条落差为5m的正断层；在786m处可能会遇到一条落差为4m的正断层；在800m处可能会遇到一个长轴270m，短轴137m的陷落柱；在1525m处可能为遇到一条落差为26m的断层；在1710m处可能会遇到一条落差为10m的断层。附表1.2 预想地质构造主要情况构造名称走向倾向倾角性质落差（m）影响程度陷落柱DX2根据三维地震资料显示短轴为80m左右较大F13407055正断层6.0较大F214823860正断层20较大F309075正断层12较大F418027050正断层5较大DF172372727279正断层08较大 六、水文情况1、2#煤层顶板砂岩水2#煤层顶板是K8砂岩含水层。依据地质资料，K8砂岩富水性弱，在曙光煤业以往的2#煤层掘进过程中，K8砂岩仅有淋水现象，但局部可能会存在相对富水的区域，使涌水量增加，总之，K8砂岩水会恶化掘进环境，但不会对巷道造成威胁。2、太原组灰岩水2#煤层与太灰水含水层的顶界面间距约为40m。2#煤层开采掘进的底板破坏深度约为21.19m，使得煤层与太灰水的有效隔水厚度缩减为20m左右。曙光煤业以往揭露的陷落柱均不导水，但是可能揭露的新的陷落柱导水，可能会发生底板太灰水突水，影响矿井生产。3、基底奥灰水由于2#煤层与奥灰水的间距大，达到120m左右，减去底板破坏深度21.19m，仍然有100m左右的有效厚度。在底板没有大的导水构造的情况下，2#煤层虽然对奥灰水带压，但奥灰水一般不会对2#煤层产生影响。4、地表水体及采空区积水1218工作面2#煤层埋深约为510m，属于深埋煤层，远大于导水裂隙发育高度，地表水不会导入井下，地表水对巷道掘进不会产生影响。1218运输巷相邻的三条巷道只有集中轨道巷进行了掘进，而且工作面无水。所以，1218运输巷不受老空水水害威胁。 七、小窑采掘及积水情况 1、工作面地表经实际勘测没有小窑，工作面两端也没有采空区，所以1218运输巷不会受老空水的水害威胁。 2、施工队组必须按照地测部门提供的掘进巷道探放水设计及措施执行超前探放水工作，保证安全生产。八、其它该煤层属不自燃煤层，但由于煤在开采和堆放过程中，会改变自然属性，因此不能忽视，需按有自燃倾向对待，减少煤尘堆积。煤层火焰长度2#上为120mm，2#下为400mm。该煤层瓦斯含量较低，瓦斯含量变化在0.231.25ml/吨。根据邻近矿井生产资料，建议工作面在掘进过程中按高瓦斯矿井考虑，加强通风、防尘工作，防止事故发生。附 图： 1218工作面地质平、剖面图附图一： 1218工作面煤层综合柱状图第二章 工程概况一、巷道用途简述1218工作面设计为中厚煤层综采工作面，由1218运输巷、1218材料巷巷、1218切眼，及有关联络巷组成完整的生产系统。1218运输巷开口坐标为(X:8978.629、Y:2004.947)。以1218运输巷开口坐标为起点，沿270方位角掘进1985m到切眼位置。1218运输巷为回采时的回采时的进风、运煤巷道。二、巷道工程量1218运输巷全长1985m。三、工程施工安排1218运输巷由综掘一队施工，计划月进度288m，工期7个月。四、矿压观测1、巷道掘进中为确保安全，应坚持进行矿压观察，布置测点或安设矿压仪器观察顶底板移近量、顶板离层、顶板压力、锚杆受力情况，以开口坐标为起点巷道内每30m安设一台顶板在线观测仪，在顶板破碎段可适当缩小安设距离。(体现顶板在线观察)2、技术部生产技术和队组配合定时进行检查，作好记录并及时整理，认真分析。 3、通过矿压观察，发现顶板压力显现时，应积极采取措施加强支护。五、锚杆拉拔试验1、巷道每施工300根锚杆进行一次拉拔试验，每次试验抽查3根。2、生产技术和队组配合及时进行检查，作好记录并及时整理，认真分析。 3、通过拉拔试验，监督组队施工时的锚杆支护工程质量。 附图2 1218运输巷平面图 第三章 巷道断面及支护形式1、 巷道的断面特征（1）巷道断面特征设计巷道净断面宽5.0m，净高3.1m。净断面15.50m2；掘进宽度5.2m，掘进高度3.2m（巷道高度不够时，进行拉底作业，保证巷道高度符合要求），掘进断面16.64m2。（2）运输设备及轨道布置掘进施工时，1218运输巷的胶带输送机布置于巷道一侧，另一侧为单轨吊。胶带输送机中线，单轨吊中线分别位于巷道中心线两侧。1218运输巷胶带输送机中线距巷道中线为1300mm，单轨吊中心线距巷道中线1000mm。 1、（1）因快速掘进支护的需要，巷道断面应满足掘进期间综掘机与钻车能够并行于巷道中，故巷宽应为：已知 ：1）EBZ-160型综掘机最宽处（铲板宽）A1=3.10m 2）CMM-15型液压钻车宽A2=1.30m 考虑到并行期间要综掘机与钻车、综掘机与煤壁、钻车与煤壁要预留安全距离。 经以往经验初步设定 3）综掘机与钻车安全距离A3=200mm； 4）综掘机与煤壁A4=100mm 5）钻车与煤壁A5=100mm 故巷道基本净宽 B1= A1+A2+A3+ A4+A5 =3100+1300+200+100+100 =4800mm 考虑左右两帮预缩量各为100mm。 设计净宽5000mm。 故在掘进中，设计巷道净宽度为5000mm，掘进宽度为5200mm。（2）、为满足于掘进期间铺DSP-1045/800皮带，故材巷宽度确定如下： 已知：DSP-1045/800胶带输送机宽A1=1300mm，掘进时单轨吊运载物最宽A2=1500mm。 胶带输送机中心至单轨吊中心距A=2300mm，胶带输送机至单轨吊净距离A3=900mm。 根据煤矿安全规程，单轨吊一侧可兼作人行道，宽取A4=750mm，非人行道一侧宽 A3=900mm，皮带距离右帮A5=550mm。故巷道基本净宽 B1= A1+ A2+A3+A4+A5=1300+1500+900+750+550=5000mm设计净宽5000mm 在巷道掘进中，故设计巷道净宽度为5000mm，掘进宽度5200mm。 因巷内安装单轨吊的需要，故巷高应为：已知：1）顶板至单轨吊下轨面A1=0.4m 2）单轨吊下轨面至底板A2=2.5mB2= A1+ A2 =400+2500 =2900mm 考虑顶底板预缩量各为100mm。 设计净高3100mm。在巷道掘进中，设计巷道净高度为3100mm，掘进高度3200mm。经过以上计算最终确定1218运输巷，在巷道掘进中，设计巷道净宽度为5000mm，掘进宽度5200mm；设计巷道净高度为3100mm，掘进高度3200mm。 2、风筒、各类管线布置（1）、1218运输巷的右侧从上到下布置为风筒、静压水管、压风管、排水管，左侧吊挂信号线、电缆线。（2）、风筒应用专用锚杆吊挂，做到逢环必挂，吊挂平直。 （3）、电缆钩固定在专用吊挂锚杆上，吊挂间距1m，信号线在上、动力线在下，悬吊高度不低于1.8m。（4）、静压水管与排水管用专用钩子挂在专用锚杆上（专用锚杆距巷道施工中线2600mm，外露长100mm，每4m打设1根），静压水管距地面高度不低于2m，风管与静压水管、排水管间距0.3m，悬挂整齐，稳固可靠。其中静压水管刷成绿色，压风管刷成黄色，排水管刷成黑色。（5）、管线实行挂牌管理（标明型号、用途等）巷道照明每30m一个。 3、运输设施及人行道布置 1218运输巷皮带运输机布置在巷道前进方向的右侧，左侧安设单轨吊。皮带中心线与单轨吊中心线位于巷道中心线两侧，距离分别为：皮中巷中 1.3m，单轨吊中巷中 1m。单轨吊侧兼做人行道。 4、巷道断面特征表表2.1 1218运输巷巷道参数表巷道名称断面积（m2）宽（m）高（m）支护形式支护材料掘净掘净掘净顶帮运输巷16.6415.55.253.23.1锚杆、锚索、菱形金属网联合支护左旋螺纹钢锚杆、菱形金属网、四方钢板、锚索左旋螺纹钢杆、菱形金属网、w型钢带二、巷道支护形式（1）临时超前支护CMM2-15煤矿用液压钻车前部支撑的两根二级油缸升起，托住顶板进行超前临时支护。（2） 永久支护1218运输巷采用采用锚、网、索联合支护。1）顶板支护每排采用5根202400mm的左旋螺纹钢锚杆和2根21.67500mm的钢绞线锚索。布置方式为：巷道中心线位置打设一根顶锚杆，左右两侧支护依次为一根锚索两根锚杆。间、排距为800800mm（具体布置见附图）。2）所有顶锚杆、顶锚索全部配合规格为30030012mm的钢板进行支护。位于顶板两端的两根顶锚杆为角锚杆，与水平线成75角，其余均垂直顶板，呈矩形布置。顶锚杆锚固剂采用MSCK2355、MSK2355各一卷；装锚固剂时先装MSCK2355一卷，再装MSK2355一卷。锚索锚固剂采用MSCK2355、MSK2355、MSZ2355各一卷；装锚固剂时先装MSCK2355一卷，再装MSK2355一卷,最后装MSZ2355一卷。3）两帮支护时，左、右两帮每排各支设四根规格为202400mm的左旋螺纹钢锚杆，锚杆呈矩形垂直巷帮，配合400280mm的W型钢带进行支护，W型钢带横向布置，其中上排锚杆距顶板300mm，锚杆间、排距为800800mm。4）两帮锚杆支护时与顶锚杆错开0.4m，每根帮锚杆配合使用MSCK2355、MSK2355各一卷；装锚固剂时先装MSCK2355一卷，再装MSK2355一卷。5）金属网采用1100mm2600mm和1100mm6000mm的菱形金属网，网与网之间搭接200mm，每150mm联一道联网丝，三花型布置，联网丝采用16#铅丝，双股对折，至少拧三圈，保证联接紧固，联网时必须将联网丝扭结在网片的节点处。6）永久支护距工作面距离1218运输巷循环进度为1600mm（如遇到地质构造或顶板破碎等状况，循环进度改为800mm，铺设双网支护，具体支护方式见专项措施。）最大空顶距为1800mm，最小空顶距200mm。 （二）巷道支护形式锚杆支护参数确定根据中国矿业大学曙光煤矿高地压力巷道支护技术研究验收报告，我矿一采区顺槽的围岩松动圈厚度值取为1500mm。锚杆长度确定1）从锚杆的悬吊理论出发，锚杆的总长度应按下式计算： L=L1+LP+L2式中：L1-松动圈外锚杆锚固长度，一般取300-400mm，围岩强度较小时取较大值，反之取较小值；L2-锚杆的外露长度，为100mm；（锚杆外露长度为50mm）Lp-锚杆的有效长度（松动圈厚度值），取实测值的最大值。将有关数据代入上式，可得到L=2000mm。为了确保安全，本设计中顶锚杆长度取2400mm。2）按加固拱原理计算 式中W-巷道跨度，米N-围岩影响系数，结合实际情况西翼采区地质变化多，取1.2；将有关数据代入上式，可得到L=2000mm。为了确保安全，本设计中顶锚杆长度取2400mm。锚杆间排距地确定如果采用等间排距布置，每根锚杆所负担的岩体重量即为其所承受的载荷。1） 从锚杆的悬吊理论出发，锚杆间排距按下式计算：即： 式中：砂岩的容重，取26.3KN/m3； Q实测锚固力，取40KN; a锚杆间距。将有关数据代入上式，可得到a1000mm,实际间距取800mm,排距取800mm。2）按加固拱原理锚杆间排距按下式计算： M0.5L式中：M锚杆间（排）距 L锚杆长度，2400mm将有关数据代入上式，可得到M1000mm,实际间距取800mm,排距取800mm。 综上两种方法验算，本设计中顶锚杆长度取2400mm，锚杆间距取800mm,排距取800mm。根据支护参数计算确定：1218运输巷施工顶锚杆使用202400mm的左旋螺纹钢锚杆，帮锚使用20m2400mm左旋螺纹钢锚杆。2.2 支护设计参数表项 目单位巷道名称参数顶锚杆间距mm材料巷800顶锚杆排距mm材料巷800顶锚杆紧固力140Nm（3）、1218运输巷支护材料规格及消耗（如下表）（4）、永久支护距工作面最大空顶距为1800mm，最小空顶距为200mm。 图3 1218运输巷支护平面图 图4 1218运输巷支护断面图 图5 1218运输巷最大空顶距平面图 图6 1218运输巷最大空顶距剖面图 图7 1218运输巷最小空顶距平面图 图8 1218运输巷最小空顶距剖面图 表2.3 1218运输巷支护材料规格、单位消耗表材料名称规 格单 位材料消耗左旋螺纹钢锚杆202400根/m16.25顶锚固剂MSCK2355卷/m6.25MSK2355卷/m6.25帮锚固剂MSZ2355卷/m20与前面叙述每根帮锚杆上两卷锚固剂冲突锚索锚固剂MSCK2355卷/m2.5MSK2355卷/m2.5MSZ2355卷/m2.5菱形金属网11006000mm卷/m111002600mm2W型钢带400280块/m10小铁板24眼径个/m2.5铁 饼24眼径个/m13.75楔形铁饼24眼径个/m2.5四方钢板24 30030012mm块/m2.522 30030012mm6.25锚 索21.67500根/m2.5备 注不包括风水管路的专用悬挂锚杆第四章 掘进方式一、施工工艺1218运输巷施工工艺采用综合机械化掘进，使用EBZ160型掘进机、配合DSP-1045/800型皮带输送机进行掘进工作，使用CMM2-15型液压钻车进行支护。二、工艺流程交接班安全质量检查探放水作业割煤同时出煤，敲帮问顶、临时支护永久支护、回临时支护。1、实行井下现场交接班，以质量标准为准则，对工作面顶板支护、设备运转、任务完成情况进行详细检查，认真交接，做到责任明确，为每班的准备工作打好基础。2、质量检查每班开工前都要对作业范围内的安全情况进行一次全面的检查，检查巷内通风设施、瓦斯浓度，并认真清除顶帮活石、伞岩等安全隐患，确认无安全隐患后方可作业。3、割煤、出煤（1）、掘进机司机必须持证上岗，按章操作。（2）、开机前必须认真检查巷道中线及综掘机的开关信号、喷雾、油量、灯光等，确认无误后，方可进行开机。（3）、开机前必须提前3min发出警报，其前方及转载机范围内，严禁有人。（4）、综掘机截割方式采用下部进刀，由下向上，左右循环方式截割，最大截割深度0.6m，循环进度1m。（5）、综掘机司机在无照明灯、无水或水量不足时，禁止割煤。（6）、当遇到超过设计截割硬度的岩石时，不得强行截割，必须退后机组，采用放炮方法进行处理。机组后退距离不小于15m。（7）、每班结束后，将综掘机退后5 m，截割头落至底板，并切断电源、闭锁开关。（8）、截割顺序说明及截割轨迹图（附图）截割机采用下部进刀，由下向上，左右循环截割顺序。司机进入工作面后，先敲帮问顶，检查加固支护，一切就绪后接通掘进机电源，启动油泵，打开内外喷雾摆动截割头到巷道轮廓线右下角，启动截割头，开动行走部向前进刀，截深达规定深度后停止行走，摆动截割头向右（左）平扫割煤至左（右）帮轮廓线后沿轮廓线向上截割0.7m，然后继续左右平扫，割至顶板，最后挑顶、刷帮、清底完成一个切割循环，截割完成后，应使用手镐进行巷道整形。52003200图2.1 综掘机截割轨迹图 (M 1:50 单位 mm)4、临时支护通过CMM2-15煤矿用液压钻车前部支撑的两根二级油缸升起，托住顶板进行超前临时支护。5、永久支护（1）、工作面出完煤，进行“敲帮问顶”，确认无隐患后，进行永久支护。打顶锚杆眼采用CMM2-15煤矿用液压钻车，打眼前先用卷尺量出距离，之后在巷道垂直方向顶板上用粉笔标出眼位，然后进行打眼，支护时必须遵循由外向里的原则，锚杆打设严格遵守先顶后帮，先中间后两边的原则；打完眼后，安装锚杆，上四方钢板，并进行紧固。（2）、打帮锚先用CMM2-15煤矿用液压钻车打设位于两帮上部的四个钻眼，后用ZQM40/300型手操式气动钻机打设滞后的两帮下部四个钻眼，麻花钻杆，湿式打眼，眼角度垂直于两帮。打完眼后，安装锚杆，上钢带，并进行紧固。6、延伸皮带（1）、采用掘进机拉机尾跑道的方式进行延伸皮带须有专人负责掘进机作业地点电缆的安全状况。（2）、延伸作业时，必须协调作业，提前用信号联系好胶带输送机司机后，方可作业。（3）、延伸皮带时，钢丝绳摆幅范围内严禁有人，以防钢丝绳断、脱、跳绳伤人。（4）、延伸完毕，胶带输送机司机将皮带张紧。（5）、延长输送设备及检修处理故障时，必须切断电源闭锁开关，并设专人看守。三、锚杆支护施工工艺锚杆支护施工必须在有临时支护情况下进行。1、打眼：打眼时严格执行“敲帮问顶”制度，严格按打眼工操作标准操作，打眼后应将孔内积水、煤矸粉冲洗干净。（说明采用液压钻车打眼）2、左旋螺纹锚杆的安装步骤左旋螺纹锚杆安装前先用杆体测量孔深，在杆体上作出标志，然后用锚杆杆体将树脂药卷送到孔底；用钻车来搅拌锚固剂，顺时针搅拌2530s，同时将杆体匀速送到孔底。搅拌完毕后，杆、机分离，为防止顶锚杆体在锚固前坠下，钻车钻臂继续保持推力，待固化15min后，安装钢板、铁饼，并用力矩扳手将螺帽拧紧，该锚杆安装完毕。3、锚杆紧固力可用专用套管或力矩扳手，紧固力不小于140NM，紧固力用力矩扳手检验，并对锚杆的质量进行记录。锚杆外露长度不大于50mm。四、锚索施工工艺1、锚索钻孔使用CMM2-15煤矿用液压钻车，钻眼前先检查作业区域附近的顶板支护情况，发现问题要及时处理。2、钻眼作业由五人组成，一人负责操作钻车，二人操作钻臂进行打眼，二人安装和拆卸钻杆，开钻后离开钻臂两米，负责观察顶板和周围情况，钻孔必须垂直顶板，钻孔深度不得小于设计深度，不得大于设计深度50mm。3、钻够眼深后，用钢绞线将锚固剂送入眼底，送锚固剂时用力适度，且头尾相接，严禁平行送入。搅拌锚固剂时间不小于25s，然后继续保持推力，待锚固剂完全固结后机体下落。4、等待15min后，进行锚索张拉作业，张拉作业工序由三人组成，一人负责操作手动油泵，二人负责钢板安装及锚索安装，安装钢板时，将锚索穿入钢板眼内，利用锚具将钢板固定在顶板上，将外露钢绞线穿入千斤顶，并必须穿过千斤顶工具锚段，操作手动油泵进行张拉。张拉过程中操作人员必须注意压力表读数，达到设计预紧力时及时关闭油泵，张拉过程中密切注意顶板变化。张拉完毕后，保持锚索外露250300mm。（说明锚索的预紧力及锚固力）5、其余各项严格执行锚索支护各工种操作规程。第五章 运输方式及管理一、煤的装运方式掘进机落煤，经掘进机自带刮板输送机、皮带转载机、皮带输送机出煤。二、材料设备的运输方式1218运输巷（辅助运输）采用单轨吊进行材料设备的运输，单轨吊采用符合德国工业标准（DIN20593）的专用钢轨I140E，单轨标准长度2.25m ,宽度68mm，高度155mm，中板厚度7+0.5mm 。单轨接头间隙不得大于3mm，高低和左右允许偏差分别为2mm和1mm，接头摆角垂直不得大于7，水平不得大于3，轨道距离工作面最大距离不得超过100米。DX100防爆特殊型蓄电池单轨吊车基本参数：1） 机车最大总功率： 71KW；2） 最大牵引力： 100KN；3） 小时制牵引力： 82.5KN ；4） 紧急制动力： 150KN；5） 最大运行速度： 1.6m/s；6） 适应坡度： 12度；7） 通过最小曲率半径： 水平/垂直 4/10m；8） 外型尺寸:长宽高: 23.8m0.82m1.3m9）设备自重： 16.5t10）额定最大单体载重量： 25t11）电池容量： 560Ah12）蓄电池持续工作时间： 3h三、运输管理及措施1、胶带输送机的铺设（1）、铺设要平、直、稳、构件、托辊齐全有效不跑偏。机头处底板30m范围内全部硬化，30m后按照机电处运输科规定要有煤泥沉淀池。（2）、胶带输送机各种保护齐全，声光信号齐全有效。（3）、胶带输送机最突出部位距轨道不小于600mm，行人跨越皮带需设置过桥。（4）、胶带输送机安设时，胶带输送机机头要使用混凝土浇筑的进行稳固底座。混凝土标号为C30， 水泥、砂子、石子的配合比为水泥：砂子：石子=1：1.2：2.2。其中水泥采用普通硅酸盐水泥，标号为PO32.5MPa。砂子采用中粗砂，含水率为57，含土率不超过3。石子采用粒径为30mm40mm，无任何杂质。（机头30m巷道进行硬化）（5）、在1218运输巷的巷道内每隔200m在胶带输送机上安设一组警示牌。2、蓄电池单轨吊车管理办法：为加强单轨吊车设备管理，保证设备符合标准，明确管理责任，保障单轨吊车无故障安全运行，特制定以下管理办法：（1）单轨吊车司机、检修工必须经过专门的职工培训部门培训考试合格后，方可持证上岗。（2）单轨吊车司机及维护工必须每班必须对机车的制动装置、各种保护装置，机车的吊挂装置、连接装置、承载装置、固定情况进行全面检查并填写点检记录。（3）每月必须对机车的电控系统、液压系统、起吊装置进行全面检查一次并填写检查检修记录。（4）每年必须对机车进行全面检查一次并填写检查检修记录。（5）单轨吊车蓄电池的维护保养严格按照单轨吊车蓄电池充电和维护管理规定执行。（6）单轨吊车拉运人员时必须严格执行蓄电池单轨吊车乘人管理规定执行。（7）起吊重物时符合以下要求： 起吊位置应留有操作人员躲闪重物突然下落或歪倒方向的间隙。 起吊重物时，操作人员注意观察吊链运行情况，防止断链伤人。 装卸物料，要清理周围闲杂人员。 操作人员应避开重物可能突然下落或歪倒方向的地点操作。 起吊物料时，必须保持物料重心平衡，严禁倾斜起吊物料。 起吊载荷要符合起吊梁吨位16T，严禁超负荷提升。 运送超长物料时，使用单位应制定特殊措施。 起吊物料必须使起吊梁两钩载荷均匀，并且高低水平一致，严禁拖拉物料。 使用机车专用集装箱起吊时，集装箱专用挂钩应挂牢固。 起吊大型设备（液压支架）必须悬挂专用起吊梁。（8）、机车主、副司机室只允许乘坐司机，严禁乘坐其他任何人员。3、运输系统（1）运煤系统1218运输巷工作面1218运输巷1218运回联巷11#溜煤眼集中皮带巷煤库主斜井地面（2）运料系统主斜井、副立井集中轨道巷1218运联巷1218运输巷1218运输巷工作面图9 1218运输巷生产系统平面图第六章 硐室施工一、急救硐室、移变硐室的施工（补料场、水仓施工的说明）1、急救硐室在开口150米处施工一个，巷道1200米处施工一个（均位于掘进方向的左侧），规格为（深宽高）350030003200mm，帮上支护严禁使用木托板，采用左旋螺纹钢锚杆、菱形金属网配合W钢带进行支护。2、移变硐室在巷道1000米处施工一个（均位于掘进方向的左侧），规格为（深宽高）100080003200 mm，帮上支护严禁使用木托板，采用左旋螺纹钢锚杆、菱形金属网配合W钢带进行支护。3、急救硐室施工采用普通炮掘、人工攉煤上皮带；移变硐室施工采用综掘机掘进。4、具体支护参照附图 1218运输巷急救硐室、移变硐室施工平、断面图。5、巷内施工硐室必须在硐室开口及其前后5米范围内进行补强支护，防止事故发生。附图10 1218运输巷（急救硐室）爆破炮眼布置图附图11 1218运输巷（急救硐室）支护平、断面图附图12 1218运输巷（移变硐室）支护平、断面图第七章 通风管理一、风量计算及通风系统 （1）按掘进工作面沼气绝对涌出量计算 Q掘=100/0.8q沼K掘式中：q沼沼气绝对涌出量，取1.5（根据邻近工作面实测取最大值为1.5 m3/min） K掘 工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，取 1.875（根据邻近工作面最大瓦斯涌出量除以1月平均瓦斯涌出量1.5/0.8=1.875）所以：Q掘=352m3/min（2）按工作面同时工作最多人数同时计算 Q=4N式中：N工作面的最多人数；取交接班时实际人数35人所以：Q=140m3/min通过以上计算，1218运输巷风量取352 m3/min为工作面应配风量。（3）风速验算 根据煤矿安全规程中规定0.25v4（m/s）， 故最小需风量为：0.256015=225 m3/min 最大需允许风量为： 46015=3600m3/min 225m3/min352m3/min3600m3/min 则1218运输巷所需风量352m3/min满足要求。结合本矿实际，选用BSDF低躁声对旋式轴流风机（230KW）供风。（4）工作面全风压配风量 Q掘=nQ吸80%+S大15式中：n 工作面同时通风的局部通风机台数 Q吸 风机最大吸风量为620m3/min S大 风机距回风口间最大断面实测S大=11.2m2 80%-风机工作效率，取80%Q掘=62080%+11.215=664m3/min故1218运巷全风压配风量为664 m3/min。2、通风系统新鲜风流路线： 主斜井（副立井）集中轨道巷1218运联巷1218运输巷1218运输巷工作面污风路线：1218运输巷工作面1218运输巷1218运输巷回风联巷集中回风巷回风石门风井地面备注：关家口风井投入使用后，污风由现用风井排出地面改为由关家口风井排出地面。3、通风系统其他要求及规定（1）1218运输巷局部通风机安设在1218运联巷右侧，风机距1218运输巷回风口不得小于10米，风机前2米范围内不得有障碍物，具体位置由通风区选择，组队负责配合安装。（2）风筒选用800mm胶质阻燃风筒，风筒逢环必吊，迎头风筒不落地。（3）风筒口到工作面的距离不得超过5m。（4）局部通风机吸入风量必须小于全风压供给处风量的70，以免产生循环风。（5）1218运输巷工作面局部通风机要严格实行“三专”（专用变压器、专用开关、专用线路）管理，1218运输巷内的所有电气设施必须实行“两闭锁”（风电闭锁、瓦斯电闭锁）（6）1218运输巷局部通风机出风口第二节风筒必须安设排瓦斯三通。（7） 使用队组每天要按规定对局部通风机进行双风机双电源自动切换试验和维护。4、工作面通风设施（1）、调节风门：在1218运巷回风口与总回风巷口设施一组调节风门。（2）、溜煤眼：在1218运输巷回风联巷内有一组溜煤眼。（3）、局扇：在1218运输进风联巷内安装两台2*30kw局部通风机。（4）、风桥：1218运输回风联巷跨过集中轨道巷，施工永久风桥。 （5）、风筒：1218工作面采用直径800mm阻燃风筒。5、通风设施安全管理保障措施（1）、调节风门:调节风门必须永久化，不得使用风帘控制风流；墙体必须使用不燃性材料砌筑，要求砌筑时掏槽、掏底，深度不小于0.3米；砖墙面必须抹面，料石墙要勾缝，无裂缝、无空缝、无重缝，保证不漏风；必须设施通风设施说明牌板，注明地点、段面积、材质、施工日期、负责人等；调节风窗必须使用调节板实现风量的可调节，不得用填放砖块、料石及其它物体进行调节；前后5米范围内支护要良好、无片帮、冒顶、无杂物、积水和淤泥。（2）、溜煤眼：溜煤眼必须在周围设置固定栅栏；放库时必须上下联系，严禁将溜煤眼放空，造成风流短路；如溜煤眼放空时，及时在溜煤眼上方用木板或皮带将煤库盖严；溜煤眼堵塞时，严禁用炮崩；瓦斯员每班要对溜煤眼通风、瓦斯情况进行检查。（3）、局扇：局部通风机必须使用同等功率的风机；局部通风机安装要求距离轨道大于50cm，离地高度大于30cm，周围要清洁干净，无杂物堆积，吸风口前无障碍物和明显断面变化；局部通风机必须使用“三专两闭锁”。（4）、风桥：现施工的风桥为永久风桥，风桥上不准设置风门或调节窗；风桥通风段面严禁小于原巷道断面的五分之四，坡度小于30度；前后5米范围内支护要良好、无片帮、冒顶、无杂物、积水和淤泥。（5）、风筒：每30米必须设置一处牢固可靠的用于绷钢绞线固定点；吊挂必须平直，逢环必挂，受力均匀，无破口，吊挂必须使用呢绒绳；出风口全风压通风区段必须加设排瓦斯三通，平时要捆严；拐弯处必须设置弯头，要保证弯头大于或等于90度；跨轨道时，要保持风筒高于车沿20cm以上，防止车辆碰撞风筒；风筒接头要严，接头要双反边，必要时安装快速接头。（6）、使用队组每天要按规定对局部通风机进行双风机双电源自动切换试验和维护。（每次切换时间不小于10分钟）所有通风设施必须每天安排专人进行检查一次，建立专门台帐，防止因通风设施造成其他事故发生，发现问题要及时汇报通风调度，通风部门安排专人进行维修处理。二、工作面防灭火系统介绍1、在防灭火方面工作面采用消防水管配合干粉灭火器进行灭火。2、皮带（刮板输送机）机头、机尾，油脂库内及其他电器设备附近必须要按规定的规格和数量配备砂箱、灭火器等消防器材。皮带输送机机头、机尾及机身下，本队组必须及时清理，严禁浮煤堆积。3、在回风口10-15米处和皮带机头下风侧5米范围内设置一氧化碳传感器。工作共设置：一氧化碳传感器4个，烟雾传感器3个，灭火器12个，沙箱6个。 保障防灭火系统安全、可靠运行的安全措施为保障工作面的防灭火设施的完好、可靠，保证工作面安全生产。工作面防灭火系统还需采取以下安全措施： 1、每周安排专人对各地点的消防器材（包括灭火器、沙箱、消防水嘴等）进行一次全面检查，确保各类消防器材的完好与灵敏可靠，并将检查结果全部上台帐，对查出的问题及时进行处理。 2、每10天对各地点设置的烟雾传感器及CO传感器进行一次检查，确保传感器灵敏可靠性。3、严格按照规定每年进行火灾的演习，并备案存档。4、严格工作面瓦斯、气温及气体成分检查制度，发现问题及时汇报处理。5、严禁携带烟草等点火物品下井，严禁穿化纤衣服入井。6、机电设备必须完好，消灭失爆，电器附近严禁堆放可燃性材料。7、皮带（刮板输送机）机头、机尾，油脂库内及其他电器设备附近必须要按规定的规格和数量配备砂箱、灭火器等消防器材。皮带输送机机头、机尾及机身下，本队组必须及时清理，严禁浮煤堆积。8、发现自燃发火征兆或瓦斯涌出异常时，必须查明原因，采取措施进行处理，隐患未排除前，不准继续施工。9、加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。三、工作面防尘管理1、综合防尘（1）施工人员必须佩带防尘口罩等劳保用品，搞好个体防尘。（2）局部通风机安设在清洁卫生的进风巷内。（3）掘进工作面必须按规定每200m安设一组隔爆设施，要定期冲洗巷道，杜绝煤尘堆积。（4）机电设备要及时清扫擦拭，不得有明显的积尘。（5）工作面各转载点必须设置有效的喷雾降尘装置，各转载点的转载落差不大于0.5m。（6）工作面必须按规定设置能覆盖全断面的净化水幕，且其中一道距工作面不得超过50m。（7）掘进机必须完善内外喷雾装置并保证供水量充足，雾化良好，内喷雾水压不低于3Mpa，外喷雾水压不低于1.5 Mpa。（8）综掘机施工要做到开机先开水，停机后停水，无水不开机。（9）综掘司机要掌握好截割速度和截割方式，增加块煤率，减少煤尘的产生量。（10）综掘工作面必须配套安装湿式除尘风机，进行机械除尘。（定时冲洗巷道） 2、供排水系统 矿井综合防尘采用静压水管路防尘，现从地面800m3静压水池进行供水，大巷主管路为5寸，顺槽为4寸，1218运输联络巷压力为7Mpa。（1）、供水线路地面水池主斜井集中轨道巷1218运输联络巷1218运输巷（2）、排水线路1218运输巷工作面1218运输巷1218运联巷集中轨道巷1208水仓中央水仓集中轨道巷副立井地面（3）、供排水规定1）、供、排水管要随工作面推进同步延伸,不得滞后。2）、供水管路每隔50m设一个三通阀门。3）、掘进工作面巷道内每6米安设有一个专用挂钩，每50米安设有一个支管三通阀门，200m安设有一个控制阀门。每200米必须设置一组隔爆设施。所有隔爆进行分组编号管理并在隔爆安装处设置加水软管及三通。4）、掘进中巷中积水超过规定或围岩涌水量较大时，组队要及时在低凹处或积水较深处施工水仓，水泵及安排水管线路由专门队组负责处理。四、防瓦斯（1）掘进工作面瓦斯检查次数每班至少三次，并执行请示报告制度，无空班漏检。（2）瓦检员必须将每次检查结果都记入瓦斯检查班报和检查地点的记录板上，发现瓦斯超限，有权命令现场工作人员停止作业，撤至安全地点，瓦检人员要专人专面。（3）综掘工作面风流中瓦斯浓度达到0.8时，必须停止电钻打眼，风流中瓦斯浓度达到0.8时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理，处理完后才可恢复生产。（4）局部通风机必须安设有风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，不得随意停风，因停电检修或其他原因致使风机停转时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查停风区内瓦斯浓度，检查局部通风机及其开关附近10m范围内的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于0.5%时，方可送电、送风。（5）综掘工作面临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏和警标，禁止人员入内，并向矿调度汇报。（6）当工作面停风时间较长时，通风区必须及时排放瓦斯，并制定相应的分级排放瓦斯安全技术措施。图13 1218运输巷防尘、防灭火设备布置图第八章 监测监控使用和管理 一、掘进作业时，由科技信息中心做好各种安全监控设备的安设工作，设备如下：1、工作面及回风流要安设甲烷传感器，当巷道掘进超过1000m时应在巷道中部加设甲烷传感器，各测点的报警点、断电点等参数必须符合煤矿安全规程及集团公司有关规定。2、局部通风机、皮带及综掘机等主要设备要安设开停传感器。3、风筒出风口必须安设风筒传感器。4、皮带机头应安设烟雾传感器及CO传感器。5、由下机电队协助科技信息中心负责完善工作面瓦斯电闭锁装置，闭锁装置要求灵敏可靠，断电范围符合煤矿安全规程要求，且必须安设馈电传感器，能够准确的监测到工作面设备的断电、复电情况。后附（附图编号）：设备布置图及断电控制图二、各种监控设备的安设要求：1、甲烷传感器要求垂直吊挂在风筒另一侧巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不得影响行人和行车。2、科技信息中心负责工作面线路的延伸，队组负责工作面甲烷传感器及线路移设，传感器要距工作面5m；回风流甲烷传感器由科技信息中心负责安设在距回风口10m-15m的位置。3、风筒传感器由队组负责移设，应安设在距风筒出风口5m的位置。4、巷道内洒水及放炮作业时，队组要对各种传感器及线路进行保护、移设，洒水及放炮后及时吊挂在规定位置。5、其他传感器由科技信息中心负责安设。6、科技信息中心负责各种监控设备的日常维护管理工作，在有关部门的协助下做好每旬巷道内甲烷传感器的甲烷超限断电试验及每旬甲烷传感器的更换工作。附表：瓦斯传感器参数设置传感器位置报警值断电值复电值断电范围复电方式工作面T10.8%1.2%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备人工复电中部T20.8%0.8%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备人工复电回风流T30.8%0.8%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备人工复电图14 1218运输巷安全监控断电控制图图15 1218运输巷监测监控设备布置图第九章 机电管理一、1218运输巷掘进供电说明1218运输巷综掘工作面，掘进长度为1985m，供电电源来自采区3#变电所，供电分两步，在0-1000m掘进时，6KV电源经集中轨道巷至1218运输巷口630KVA移变进行供电，当掘进至600m时，增加低压分馈一台，当掘进至1300m时，移KVA630移变于1000m处，并拆除600m处的馈电开关接至移变处，再由馈电开关向里外分别供电，行至1720m时，再增设一台分段馈电开关进行供电。二、掘进设备负荷统计表8-1 机电设备配置概算表及负荷统计表 名 称 型 号数量功率额定电流/A起动电流/A综 掘 机EBZ160TY1160KW125750综掘机泵站190KW57.2371.8综掘机转载机125KW9.868.6煤矿用液压钻车