340柱材料道掘进工作面作业规程.doc

山东八一煤电化有限公司 -340煤柱材料道掘进工作面作业规程编号BYMDH-17-3山东八一煤电化公司掘 进 工 作 面 作 业 规 程采 区： -340煤柱采区煤 层： 三层煤 巷道 名称： -340煤柱材料道 编 制 人： 区 队 长： 施工 单位： 掘进二区 编制 日期： 2017年01月26日 执行 日期： 2017年03月01日目 录第一章 概 况6第一节 概 述6第二节 依 据7第二章 地面相对位置及水文地质情况8第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表8第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征9第三节 地质构造11第四节 水文地质11第三章 巷道布置及支护说明13第一节 巷道布置13第二节 矿压观测15第三节 支护设计15第四节 支护工艺19第四章 施工工艺22第一节 施工方法22第二节 凿岩方式22第三节 爆破作业24第四节 装载与运输28第五节 管线及轨道敷设29第六节 设备及工具配备31第五章 生产系统32第一节 通风系统32第二节 压风系统38第三节 供水系统（消防、防尘）40第四节 防灭火47第五节 瓦斯防治与安全监测系统47第六节 供电系统56第七节 排水系统59第八节 运输系统59第九节 照明、 通讯和信号61第六章 劳动组织及主要技术经济指标62第一节 劳动组织62第二节 循环作业62第三节 主要技术经济指标65第七章 安全技术措施66第一节 施工准备66第二节 “一通三防”管理67第三节 打眼管理67第五节 顶 板83第六节 防治水88第八节 运 输93第九节 其 它96第八章 职业卫生101第一节 职业病危害因素的辨识101第二节 有关职业卫生标准107第三节 职业病危害因素的危害与防治108第九章 灾害应急措施及避灾路线106第一节 灾害预防及应急措施106第二节 六大系统概况113第三节 避灾路线115第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称-340煤柱材料道二、掘进的目的及用途掘进目的是为了完善-340煤柱工作面通风系统，满足-340煤柱工作面生产的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度： 200 m（平距）； 服务年限：约1年。四、预计开竣工时间开工时间： 2017年3月开工。 第二节 依 据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为-340煤柱工作面开采设计说明书批准时间为：2016年11月25日。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称：-340煤柱工作面掘进地质说明书批准时间：2016年6月19日。三、煤矿安全规程、煤矿操作规程、煤矿安全质量标准化标准、煤矿作业规程编制指南和其他技术规定。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表 附表2-1 地面相对位置及邻近采区开采情况表 概 况煤（矿）煤层名称三煤水平名称-340采区名称-340煤柱工作面名称-340煤柱工作面地面标高 （m)+53.7工作面标高 (m)-250-350地面位置 该巷道地面位置位于坝上村约150米。井下位置及四邻采掘情况 该巷道自-340煤柱进风巷车场内开门，位于管子井车房北部，倾西一断层东部，与-340南大巷相邻。该巷道在-340煤柱内掘进，周边为807工作面，807工作面1997年回采完毕，采煤工艺为水采。走 向 长 (m)200m第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距附表2-2 煤（矿）层 顶 底 板 情 况 表 煤(矿)层情况煤（矿）层总厚度（m）0.995.37煤（矿）层结构煤（矿）层倾角（）15253.0简单20该巷道煤层原厚0.995.37米左右，平均3米左右，煤层稳定。煤层倾角1525，平均在20左右。残余煤平均煤厚2.0米。煤（矿）层 顶 底 板 情 况 顶底板名称岩石名称厚度（m)岩 性 特 征老顶粗砂岩原12.8灰白色，组织较粗、泥质和钙质胶结,石英成份。直接顶中砂岩原37.6灰黑色，砂粒分布不均匀含钙质化石。伪顶直接底泥岩2.6黑色、质细坚硬。老底砂泥岩8.0黑灰色、含植物化石碎片砂粒分布不均匀。附图2-1：煤(岩)层综合柱状图二、煤（岩）层瓦斯涌出量、瓦斯等级、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温依据2016年瓦斯等级鉴定总结报告（报告编号：DAJC-104038-2016）：相邻3煤层瓦斯相对涌出量为0.43m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.03m3/min;二氧化碳相对涌出量为0.72m3/t，绝对涌出量为0.05m3/min;矿井瓦斯等级为瓦斯矿井；相邻3煤层八采区自燃倾向性为：类自燃；煤尘爆炸指数为33.79%，具有爆炸危险性,；地温平均为25。第三节 地质构造根据地质资料分析，巷道在掘进过程中不揭露断层构造。第四节 水文地质一、水文情况：1、该巷道顶板砂岩为弱含水层，且已全部垮落，形成再生顶板，巷道顶部可能有滴、淋水现象。 2、 该巷道不揭露其它含水层，沿3煤顶板掘进周边是807采空区，807工作面于1997年回采完毕，由于水采的特点，采空区内可能存在局部积水，在巷道接近或进入807采空区时对掘进安全构成一定威胁，所以应对一切有积水的征兆或有疑地点进行探放水，施工时一定要采取“有疑必探，先探后掘”，探放水超前距离不得小于30米，以确保掘进施工安全。 二、影响掘进的其它地质情况:由于该巷道与相邻九号采区均复采3煤采空区内残余煤，水文地质情况基本相同，故采区涌水量参考九号采区情况来预计。-340煤柱工作面正常涌水量为15m3/h左右，最大涌水量为25m3/h左右，地温：25，地压：该面埋藏较深，故矿压较大，且煤层顶板为再生顶板，胶结程度差，易冒落。显现可能较突出。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置-340煤柱材料道在-340煤柱进风巷车场向里中-中5米处开门，开门方位角328，跟顶掘进。全长约200米。详细掘进情况见-340煤柱工作面采掘工程平面图（1:1000）。第二节 矿压观测因该巷道直接顶为砂泥岩且埋藏较深，矿压较大，显现可能较突出，顶板岩石粘结性较差，易冒落，故掘进过程中应加强顶板的管理，避免冒顶事故的发生。第三节 支护设计一、巷道断面：根据三层煤顶板砂泥岩特性，-340煤柱材料道采用架设工字钢棚支护，断面形状为梯形。-340煤柱材料道支护断面： S荒= 7.5 m2 ； S净= 5.6 m2二、支护方式：（一）临时支护1、采用前探梁做为临时支护，前探梁应选用厚壁、无锈蚀、不弯曲、无变形的、规格为12#，长度4m的槽钢。2、每根前探梁不少于3个固定点，用链子固定在棚粱上。 3、前探梁要均匀布置，两前探梁间距为900mm。接顶用枇子（120020040）或方木（1200200200）接实。4、施工过程中要使用好前探梁等临时支护措施，爆破作业结束，必须先找净顶帮危岩悬矸，然后及时前移前探梁至迎头，用枇子、木楔接实顶，严禁空顶作业。正常循环作业时爆破后最大控顶距1200mm,空顶处用前探梁配合枇子、方木接顶，以控制顶板。5、爆破前永久支护到迎头的最大距离为200mm。（二）永久支护-340煤柱材料道采用架设工字钢棚作为永久支护。棚距1000mm。顶板破碎区或地质构造带可根据围岩稳定情况缩小棚距400mm-600mm加强支护。附图3-1：-340煤柱材料道巷道断面图附图3-2：-340煤柱材料道巷道支护（前探粱）平面图第四节 支护工艺一、支护材料：工字钢棚采用11#矿用工字钢加工而成，主巷道采用棚梁长2700mm、棚腿长度均为2200mm；开门处与透窝处采用棚梁长2700mm、棚腿长度均为2200mm；腰帮接顶用120020040的枇子，压力大时采用1200200的半圆和20001200的竹笆（20001000塑钢网），枇子帮四顶六均匀排列，竹笆（塑钢网）帮顶瞒严。两帮棚梁、棚腿接口300向里向下各打一根撑杆，迎头10m内采用联锁器进行联锁。二、支护工艺：1、梯形棚架设时，要做好迎头安全检查，排除安全隐患，先将前探梁移至工作面迎头固定牢固，上好需要架设的棚梁，调整好中腰线并背实顶板，前方空顶区用方木接实。待出净煤（矸）后挖腿窝、立棚腿、合棚梁。检查梁腿接口及棚腿两端至中线的距离，检查支架有无歪扭、迈步、前倾、后仰等现象。工字钢棚腿要靠紧梁上的挡块，不准打砸梁上焊接的扁钢或挡块，梁、腿接口处不吻合时，应调整梁、腿倾斜度和方向，严禁在接口处打入木楔。符合质量标准后再腰邦背顶，并楔紧打牢，两帮梁、腿接口300mm向下向里各打一根撑杆，要做到高矮一致，两帮整齐。前后棚之间打好联棚器及稳固装置。2、架设抬棚时应按下列顺序施工、将原支架逐棚换成插梁，在插梁下打好托棚，所有插粱应保持在同一水平上。、架设主抬棚，抬住已替好的插梁。、撤除托棚。、逐架拆除原支架并调整插梁，背实顶帮。、架设辅助抬棚。、上好抬棚卡子，抬棚腿捣实生根。3、开门处与透窝处对棚架设时，对棚应一次施工，不准采用补棚的方法，以免对棚高低不平，受力不均。附表3-1：-340煤柱材料道巷道工程质量规定表 架棚巷道工程质量规定表项 目质量标准（m/m）部 位巷道名称及规格-340煤柱材料道巷道上净宽0+50中线至左帮500中线至右帮1900巷道净高0+501800巷道坡度沿3掘进 支架构件规格质量 工字钢规格11号工字钢上帮腿长2200下帮腿长2200前倾后仰或迎退山平巷：40斜巷：50不退山左 每68迎山1右背帮背顶顶（块）6帮（块）4柱窝深度左100右100棚梁接口左严密合缝右棚距（中中）+100左1000右1000棚腿扎角30、50左402右水 沟30深度/宽度200/300水沟距迎头10000永久棚距迎头1200最大/小控顶距1200/200工业卫生无积水、无杂物、无淤泥，后路安全畅通。第四章 施工工艺第一节 施工方法-340煤柱材料道采用钻眼爆破法施工,巷道时采用人工装车，后路采用小绞车运输。施工工艺流程图：交接班安全质量检查打眼、爆破架棚支护出煤（矸）、清理、整改质量。第二节 凿岩方式本巷道掘进时，采用打眼爆破的方法破岩。一、钻眼机具巷道掘进中使用ZGS-50/1.6S型风煤钻打眼，压风来源于地面压风机。二、钻眼方法1、钻眼前施工人员必须检查顶板安全状况，排除一切安全隐患，扎紧扎牢风水管路，排除风管内的脏物，做好劳动保护工作，要做到“三紧”、“两不要”：即袖口、领口、衣角紧；不要戴手套，不要把毛巾露在衣领外，并严格执行煤矿安全技术操作规程。2、迎头打眼时，首先按照中（腰）线严格检查巷道断面规格，画出巷道轮廓线，按照炮眼布置图定位打眼。打眼时一人点眼两人打眼，点完眼后钻前方不准有人，同时气腿正后方严禁站人。打眼时，必须在前探梁支架的掩护下进行湿式钻眼。打眼时要随时注意岩帮、顶板，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理。3、严格按标定的眼位、角度、深度进行钻眼，凡出现掏槽眼相互钻透或不合格的炮眼必须重新钻眼，严禁钻眼与装药平行作业或在残眼内钻眼。4、开眼时把风钻操纵阀开到轻运转位置，待眼位稳固并钻进2030毫米以后，再把操纵阀开到中运转位置钻进，直至钻头不易脱离眼口时，再全速钻进。5、开钻时先给水后给风，钻眼过程中给水量不宜过大或过小，要均匀适当。更换钻杆时要先关风后关水。钻眼时风钻、钻杆与钻眼方向要保持一致，推力要均匀适当，钻架升降要稳，以防折断钻杆、夹钻杆或拐丢钻头。6、司机扶钻时，要躲开眼口方向，站在风钻侧面，两腿前后错开，脚蹬实底，禁止踩空或骑在气腿上钻眼，以防钻杆折断时风钻扑倒或断钎伤人，停钻先停水后停风。三、降尘方法 降尘方法采用湿式打眼、煤层短壁注水、水炮泥定炮、高压远程喷雾、出煤（岩）过程中开放水幕的方法，综合降尘。四、通风方式采用压入式通风。第三节 爆破作业必须严格使用煤矿许用爆破器材，执行好爆破器材、材料领退等管理制度。爆破作业必须使用水炮泥和成品炮泥。一、炸药、雷管品种炸药、雷管：使用35380二级煤矿乳化炸药，每卷重量300g、使用取得产品许可证的煤矿许用毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。二、掏槽方式：楔形掏槽三、装药结构：正向装药四、起爆方式：起爆使用MFD-200型发爆器；爆破方式采用全断面一次爆破；联线方式为串联联线，严格执行一次装药一次起爆，不准一次装药分次起爆；爆破后至少等15min，待炮烟吹散后方可进入工作面；撤人和爆破距离不得小于100m。附图4-1：-340煤柱材料道装药结构图装药结构示意图 （正向装药） 药卷雷管水炮泥成品炮泥雷管脚线说明： 1、炸药和雷管聚能穴均指向眼底。 2、封泥长度不小于0.5米。3、雷管脚线定炮时必须纽结。附图4-1：-340煤柱材料道炮眼布置三面投影图786001526510001200比例1：50单位：mm-340煤柱材料道炮眼布置三面投影图601007、818、19、20、21、22、239176002005、623131222601000120015、14、13、12、1116、1、2、1017、4、3、97575800358070060028001411161210654322212019188585附表4-1：-340煤柱材料道爆破说明书使用二级煤矿许用乳化炸药规格为35260mm300g/支煤矿许用铜壳毫秒延期电雷管前15注备-340煤柱材料道爆破说明书掏槽辅助 顶眼帮眼底眼合计根据煤层软硬程度，可适当增减炮眼个数和装药量。炮眼名称炮眼编号眼深（m）眼距（m）抵抗线（m）眼数（个）孔装药量（块）总装药量（块）总装重量kg左（度）右（度）仰（度）零（度）俯（度）爆破顺序装 药 量角 度垂 直水 平1-41.20.64141.27575000000850000000855-81.00.51.00.61.00.61.00.712-149-1115-1718-234310.50.50.52.01.53.06660.4585851.885850.60.94.9516523串联连线 爆破方法第四节 装载与运输一、装煤（岩）方式-340煤柱材料道掘进施工中，爆破落岩（煤）后,巷道时采用人工装煤（岩）。人工装车时，放完炮，等排净炮烟，先由瓦斯检查人员检查瓦斯，再进行敲帮问顶、检查顶帮及支护、排除悬矸危岩，确定无安全问题后，方可进入工作面工作。装煤（岩）前必须洒水降尘，以防粉尘飞扬。 装车时应站在矿车两侧，斜巷装车不得站在矿车下方，作业人员要互相照应，尤其在四角装车时，更应注意自身与他人安全。人力装车应铺设铁板，铁板应在放炮前铺好，并用煤（矸石）掩盖，以免放炮掀起。前移铁板时，要先清理好底盘，再用撬棍协调前移。装车时遇到大块煤矸必须破碎。用大锤或手镐破大块时，周围禁止站人，以防掉锤或碎石飞溅伤人。 使用手搬大块煤（岩）时，要注意防止煤（岩）块破裂砸脚；严禁两人共同抬运大块煤（岩）装车。二、运输方式1、施工中斜巷采用小绞车提升一吨标准矿车运输，斜巷采用小绞车运输时，必须用混凝土永久基础的办法稳固绞车。砼比例为水泥：沙子：石子=1：2：3，标号不能小于C20。基础规格：1）JD-11.4kw长宽深=1200mm*800mm*600mm 2)JD-25-40kw长宽深=1660mm*1000mm*800mm。绞车底盘应高出底板150mm。2、平巷人力拥车，一人只准推一个辆车，同向推车的间距，轨道坡度小于或等于5时，不得小于10米；坡度大于5时，不得小于30米。若前车停时，要立即发出警号通知后车。巷道坡度大于7时，严禁人力推车。第五节 管线及轨道敷设1、在掘进施工中，所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按巷道断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风水管路、风筒布置在巷道非人行道一侧。2、监测线固定在腰线上0.2m处，电缆固定在腰线上0.3m处，用崩直的8#铁丝生根吊挂，每隔3m一吊挂，电缆垂度不超过50mm。3、供水管路采用直径57mm的钢管。用挂钩平直吊挂在左帮，吊挂钩间距1.5m，高度距底板不低于0.5m，吊挂平直稳，距迎头不得超过20 m，末端安设压力表、水针和分水器，迎头20m范围内使用16 mm的高压胶管连接各类防尘设施用水。该材料道内防尘管路每隔50m设置一个三通球阀，并配备16 mm的高压胶管20m,作为消防、洒水降尘使用，供水管路随迎头的推进及时延接。4、风筒选用直径400mm的胶质阻燃风筒。风筒靠右帮上夹角吊挂，应当吊挂平直，逢环必挂，编号管理，接头严密（手距接头0.1 m处感到不漏风），无挤压，无破口（末端20 m除外），接头要反压边;风筒口距迎头不大于6m；风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。 5、压风管线应敷设在防尘管线以上300mm处，压风管线进入采区后每隔200m一个放气阀门。6、掘进中临时轨道的敷设必须符合煤矿安全质量标准化标准及考核办法中的规定，轨道敷设采用18/m的钢轨，轨枕为1.20.160.14m，轨距600，误差不大于10mm，不小于5mm；轨道接头间隙不超过5mm，高低和内错差不大于5mm；水平误差不大于10mm；轨枕间距不大于1m，构件齐全紧固有效，无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象。第六节 设备及工具配备 附表4-2：-340煤柱材料道设备及工具配备表 设备及工具配备表序号设备、工具名称型号规格单位数量备 注1调 度 绞 车JD-11.4KW 部2备用一部2风 钻YZ-25台33磁力启动器QBZ-80N(Z) 台2备用一部QBZ-80 台14馈 电 开 关KBZ-400 台1KBZ-200台25电 话部16掀把47镐把29磁力启动器QBZ-80F 台110水泵台211局 部 通 风 机FBD 4.5/25.5KW台2通风设备12分 站KJ90-F16台1安全监测13甲烷传感器KG9701A台2安全监测14风筒传感器KJ90台1安全监测15设备开停传感器KJT9台1安全监测16馈电/断电器KDG3K台1安全监测17放炮器MFD200台1爆破附表4-3：JD-11.4型调度绞车技术特征表 JD-11.4型调度绞车技术特征表绞车型号牵引力滚筒直径滚筒宽度钢丝绳直径JD-11.49.8kN400mm550mm15.5mm平均绳速电机转速电动机型号电压功率外形尺寸（mm）44m/min1250r/minYBJ-11.4380/66011.4kW1100765730mm第五章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算该掘进巷道设计长度：200m，计划供风长度为260m。相邻3煤采区 CH4的绝对涌出量一般维持在0.03m3/min，取其最大涌出量作为计算参数；CO2的绝对涌出量一般维持在0.05m3/min，取其最大涌出量作为计算参数。掘进工作面迎头实际需要的风量（Q迎头），应按掘进工作面瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、炸药用量和人数等规定要求分别进行计算，然后取其中最大值。1、按瓦斯涌出量计算Q迎头=260q瓦掘K掘通，m3/minQ迎头=2600.031.5 =11.7（m3/min）式中：Q迎头掘进工作面迎头实际需要的风量，m3/min；q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，正常生产时连续观测1个月，取月平均日绝对瓦斯涌出量。0.03m3/min；K掘通掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值。一般可取K掘通=1.52.0；取1.5100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。2、按照二氧化碳涌出量计算Q迎头 =67q碳掘k碳掘通，m3/min=670.051.5 =5.03（m3/min）式中：q碳掘掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，按照正常生产时连续观测1个月，以月平均日绝对二氧化碳涌出量取值。0.05m3/min；k碳掘通掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；k碳掘通=1.567按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。3、按炸药量计算二、三级煤矿许用炸药Q迎头10A掘进=104.95=49.5m3/min式中：A掘进掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，为4.95kg;10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/（minkg）。4、按人数计算Q迎头 =4N掘=49=36 m3/min式中：N掘掘进工作面同时工作的最多人数，为9人。5、按工作面最低风速计算：Qhf=600.255.6=84m3/min。按上述条件计算的最大值，确定掘进工作面迎头实际需要的最大风量为84m3/min.6、按掘进工作面局部通风机需配吸风量计算：根据通风距离、风筒直径和管理状况等因素确定掘进工作面局部通风机需配吸风量Q扇需= Q迎头/ （1-K筒漏），（m3/min）=84/（1-4%260100）=93.75m3/min式中：Q扇需掘进工作面局部通风机需配吸风量，m3/min；Q迎头掘进工作面迎头实际需要的风量，m3/min；K筒漏风筒漏风系数，根据通风距离、风筒直径和管理状况等因素确定或测定。按4%的最大值推算K筒漏。按上述条件计算的最大值，确定实际需要的最大风量为94m3/min。选择FBD 4.5/25.5KW型对旋局部通风机，吸风量为160-240m3/min，Q扇吸180 m3/min Q扇需94m3/min。风筒选用400mm的阻燃风筒，配备直径400mm的三通胶质分风器“人”字型接头与胶质阻燃风筒连接向工作面供风，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。二、风速验算a）按最低风速验算：各个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最低风量：Q掘600.25S煤掘，m3/minQ掘=600.25S煤掘=600.255.6=84m3/min式中：S煤掘煤巷掘进工作面的最大净断面积，5.6m2。b）按最高风速验算：各个煤巷和半煤岩巷掘进工作面的最高风量：Q掘604.0S掘m3/minQ掘=604.0S掘=604.05.6=1344m3/min式中：S掘i掘进工作面的最大净断面积，5.6m2。通过以上计算及验算，选择FBD 4.5/25.5KW型对旋局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。三、局部通风机的安装地点选择1、局部通风机安装地点的需风量计算局部通风机安装在距-340煤柱材料道开门点60 m进风流处，该处巷道的风速不得低于0.15m/s。局部通风机安装地点的需风量计算Q扇= Q扇吸Ii+600.15S，m3/min =1801+600.155.6 =230.4（m3/min）式中：S局部通风机安装地点的净断面积，5.6m2。经验算符合要求，则-340煤柱材料道需风量为：Q掘230.4m3min 根据上述计算确定-340煤柱材料道局部通风机进风侧实际配风量应不小于230.4m3min2、局部通风机的安装要求（1）风机放置在专用风机架上，距底板不小于300mm。（2）风机开关必须上架，挂牌管理，跟班电工专人负责，正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能正常工作和“两闭锁（风电闭锁和瓦斯电闭锁）”。（3）风筒吊挂逢环必挂，吊挂平直，不出现拐死弯现象。（4）风筒接口严实，不漏风，迎头风筒不落地。（5）必须保证风机连续运转，不准无故停电停风。3、通风系统新鲜风流：八一主、副井-340南大巷局部通风机-340煤柱进风巷-340煤柱材料道开门点利用风筒输送到迎头。污浊风流：-340煤柱材料道（乏风）-340煤柱进风巷-340南大巷-340南总回风巷轩庄风井地面。 四、通风设施：(1)爱护风筒、防尘隔爆设施、监控设备，严禁破坏。 (2)严禁人员进入盲巷或有害气体超限地点。(3)如现场发现风量不足，必须立即停止生产，汇报调度室指派有关人员查明原因，进行风量测定，采取相应的措施进行处理，直至通风风量满足要求后方可恢复正常生产。附图5-1；-340煤柱材料道通风系统示意图第二节 压风系统1、矿井在地面建有空压机房，安设三台空压机，其中两台JN250W型水冷螺杆式空压机每台排气量44m3/min，额定排气压力0.8MPa，配用功率250KW,一台SM455A螺杆空压机每台排气量9.6m3/min，额定排气压力0.8MPa配用功率55KW。压风管路自地面压风机站至-340水平管路采用27310钢管,作为压风系统主管路，-340泵房至807车场采用2196钢管，807车场至-340煤柱材料道用2寸钢管向迎头风动机械供风。工作面避灾路线上均应敷设压风管路，压风管路应敷设牢固平直，不得出现跑风漏风现象，每间隔不大于200米设三通放气阀门，阀门手柄要同一方向。2、压风自救装置应放置在宽敞、支护良好、水沟盖板齐全，没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.5m以上，安装高度应便于现场人员自救应用。压风系统：地面压风机站地面主井-340底车场-340南大巷807车场-340煤柱进风巷-340煤柱材料道。附图5-2；-340煤柱材料道压风系统图第三节 供水系统（消防、防尘）一、供水系统1、供水系统水源引自地面水池。地面净压水池-200水平水仓主井管道 -340南大巷-340煤柱进风巷-340煤柱材料道迎头20m处。工作面水压不低于4MPa。 2、供水管路采用直径57mm的钢管。用挂钩平直吊挂在左帮，吊挂钩间距1.5m，高度距底板不低于0.5m，吊挂平直稳，距迎头不得超过20 m，末端安设压力表、水针和分水器，迎头20m范围内使用16 mm的高压胶管连接各类防尘设施用水。该材料道内防尘管路每隔50m设置一个三通球阀，并配备16 mm的高压胶管20m,作为消防、洒水降尘使用，供水管路随迎头的推进及时延接。二、防尘系统工作面防尘、消防管路水源来自巷道供水管路，为同一管路使用。1、管路的铺设防尘管路每50m设一个三通，在阀门上安设一根16mm的高压胶管，高压胶管出水端安设阀门，定置管理。2、净化水幕在距迎头810m内安设爆破喷雾，在距迎头30m内设一道能封闭全断面的净化水幕，掘进迎头的回风口混合风流处50m范围内设一道能封闭全断面的净化水幕。3、巷道冲刷巷道要保持湿润，巷道内的水管、风管、风筒、电缆上的粉（煤）尘厚度不得超过2mm，堆积连续不得超过5m。4、个体防护井下作业人员施工时应佩戴个体防护用品（防尘口罩、毛巾等）。三、煤层注水安全技术措施煤层注水应在掘进工作面未打炮眼之前进行，应尽量避免注水工序和打眼工序平行作业。1、钻孔选型：根据工作面长度、煤层的透水性以及目前矿现有设备，选用型号ZQS-50/2.5S型风煤钻，孔径为48-50mm，风煤钻最大有效钻距1.5m。其依据为采用的ZF-A型38mm水力膨胀式封孔器。2、钻孔长度：为超出水力膨胀式封孔器长度0.5m左右。3、钻孔角度：由于注水煤层有夹矸，为使钻孔穿透矸石，各自然分层均被湿润，并使钻孔始终保持在煤层内，依据煤层的厚度及孔长，该设计孔位在距顶板300mm-500mm处，垂直煤壁，倾角约为5-6，两孔间距0.8-1.0m左右。4、注水系统及参数：注水系统：采用单向静压注水；煤层注水压力取4.0 Mpa。根据现场实际操作实验得出实践数据，注水孔的注水扩散半径均在1.81.9m以上，最后确定煤层注水孔的间距选择为0.8-1.0m。5、注水量及注水时间：（1）注水系数选择注水压力：根据煤层透水性强弱与煤层裂隙的发育程度，选用单向静压注水系统，注水压力4MPa。单孔注水量可根据公式计算：QKLBh式中，Q单孔注水量，m3； K注水系数，取K1.1； L钻孔长度，m； B钻孔间距，m； h钻孔范围内应湿润的煤层厚度，m； 煤的密度，t/m3； 吨煤注水量，m3/t，取0.025m3/t。通过计算： Q=1.11.01.01.850.0251.5=0.076m3（2）注水时间：可根据公式计算：T= Q单n / Q流量式中，T总注水时间，d； Q单单孔注水量，0.076m3；（注：两个顶眼） Q流量静压流量，0.03-0.05 m3/min； T1（最小）= 0.0762 / 0.05=3 min T2（最大）= 0.0762 / 0.03=5 min 6、封孔 煤层注水封孔器工作原理：导入体前段便于将封孔器装入钻好的孔内，中心是喷头出水口，当顺序阀开启后向煤层注水提供通道。顺序阀的功能是：当压力水注入时，封闭喷水口，使膨胀管构成的膨胀腔内压力迅速上升封孔器迅速膨胀（管体直径变大，长度变短）使其外径紧压在煤层钻好的孔壁内，将封孔器牢固的锁于孔内，腔内压力继续升高，当压力大于顺序阀调定值时，顺序阀开启通过喷头向煤层注水，注水作业完成后，切断水源，封孔器膨胀体直径缩小，长度变长，封孔器便可以从煤层中抽出，整理后以备再用。封孔器选择：采用橡胶封孔器封孔型号，封孔深度依据现场生产实践对裂隙发育的煤层封孔应深一些，反之应浅一些，以能在最短的时间内完成规定的注水量，使既定范围内应湿润的煤体得到充分湿润，而钻孔前端的煤体被湿润的深度尽可能小，为合理的封孔深度。故选取ZF-A型38mm水力膨胀式封孔器。封孔方法：注水时将封孔器与注水管路连接起来送至预定的封孔位置，通过高压胶管与静压水管连通，供水后，供水后压力水进入封孔器膨胀胶管，从喷嘴流出，并产生压力降，膨胀胶管在水压作用下膨胀封住钻孔。注水结束后，关闭截止阀，打开卸压阀，膨胀器将随压力下降和消失而恢复原状。将封孔器从钻孔中拔出，依次对逐个钻孔注水，封孔器之所以能封住钻孔而且不被钻孔内的压力水的推力推出，是靠胶管膨胀对钻孔壁产生的压力，压力越大，封孔器在钻孔内的静摩擦力越大，固定的越牢固。 7、注水施工安全技术措施及要求严格按照设计要求安排注水孔号及应注的水量，不准随意作业。注水前，先打开各处阀门检查流量计、压力表的性能，确保测量精度。注水期间，应密切注意管路及处阀门的情况。发现堵孔或管路漏水时，应首先关闭供水阀门，然后进行处理。注水时，不要在注水管路附件停留，以防止管子破裂伤人。注水流量应根据现场观测的具体情况来决定注水阀开关大小，确保注水效果，并在原始记录上填写注水孔号。注水情况上井后到工区汇报，严禁虚填假报。注水工每天应注意观察注水量，开始时应将注水阀门全部开启。如果出现较大淋水，必须调节水阀门，控制注水流量。注水过程中，适当地运用低流量进水，缓慢湿润煤体。掌握煤体注水的湿润规律，不允许采用长期高压急进注水。安检员负责钻孔施工的施工质量和注水效果进行检查、验收，对不按要求施工的要追究施工者的责任，重新施工。停止注水前，必须先停水，要延续5min闭阀，将管内存水全部注入钻孔内，然后将各处管路、阀门处理好。8、打钻施工安全技术措施操作人员要穿戴整齐、利落，衣襟、袖口、裤脚必须束紧。启闭开关，注意力要集中，做到手不离按钮，眼不离钻机，随时观察和听从司机命令、准确、及时、迅速地启动和关闭开关。禁止用手、脚直接制动机械运转部分；严禁将工具和其他物品放在钻机、水泵保护罩上。9、其它安全技术措施施工现场通风及瓦斯含量符合安全规程之内：CH4 0.8%，CO21.5%, O220%。施工前，必须先对施工场所的支护进行加固处理。起钻后要及时关闭孔口闸阀。当班负责人及时填写煤层注水记录；安监员现场监督检查并进行签字确认。钻进作业时，现场设专人服务现场；做到水通、风通。钻孔过程中要准确做好原始记录，确定煤层厚度和钻孔深度。其它没有涉及到的，按煤矿安全规程规定执行。煤层注水如图所示：11-掘进巷道 2钻孔 3注水眼间距0.8m-1.0m 4-炮眼 5顶间距0.3-0.5m2 钻孔3 间距0.8m-1.0m2 钻孔5顶间距0.3-0.5m3注水眼间距0.8-1.0m4炮眼剖面图正视图2钻孔附图5-3；-340煤柱材料道防尘系统示意图 第四节 防灭火3层煤煤层自燃倾向性经中煤科工集团重庆研究院2013年11月15日鉴定为类自燃煤层。一、防火系统工作面防尘、消防管路水源来自巷道供水管路，为同一管路使用。二、防灭火技术措施1、在掘进期间严格落实作业规程对煤体封闭严实的有关要求，严格工程质量验收标准，掘进工程完成后，对局部高冒点，做好防治煤层自燃发火的预防工作。2、电器设备严禁失爆，各类保护齐全。机电科负责不定期在检修班安排专人对采掘工作面电器设备进行检查和验收工作，落实岗位承包责任制。3、在掘进期间进、回风巷道每天进行一次洒水降尘，放炮地点每班进行一次洒水降尘工作。净化风流喷雾保持完好，做到掘进、出煤时自动喷雾，做好煤尘综合防尘工作。掘进巷道内严禁电、气焊工作。4、复采区内的温度和残余浮煤，或其它有浮煤堆积的巷道的煤温超过35或出现CO时，均认为是高温，要及时做好标记，并及时通知通巷工区，以便于监督检查。5、任何人发现井下火灾时，应当视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应当立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。6、矿值班调度和在现场的区、队、班组长应当依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁区域中的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应当首先切断其电源；在切断电源前，必须使用不导电的灭火器材进行灭火。第五节 瓦斯防治与安全监测系统一、瓦斯防治1、瓦斯检查制度（1）瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪和便携式甲烷检测报警仪，每班必须检查2次。停止作业时，应当每班至少检查1次甲烷、二氧化碳浓度，同时检查一氧化碳浓度、气体温度等变化情况。临时停风地点栅栏外风流中的甲烷浓度每天至少检查1次。使用中的机电设备的设置地点、有人员作业的地点每天至少检查1次。（2）瓦斯检查工必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上（瓦斯检查记录牌板应设置在距掘进迎头不超过50m附近），并通知现场工作人员。甲烷浓度超过规程规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。（3）爆破工、掘进区长、工程技术人员、班长、流动电钳工必须携带便携式甲烷报警仪，随时检查工作地点的瓦斯浓度。2、“一炮三检”、“三人联锁放炮”制度（1）“一炮三检”制度是指装药前、起爆前和爆破后必须由瓦检工检查爆破地点附近20m以内的瓦斯浓度，并在起爆前检查起爆地点的甲烷浓度。装药前、起爆前，必须检查爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度，若瓦斯浓度达到或超过1.0%，不准装药、爆破。爆破后，爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到或超过1.0%，必须立即处理，若经过处理瓦斯浓度不能降到1.0%以下，不准继续作业。（2）“三人连锁爆破”制度是爆破工、班组长、瓦检工三人必须同时自始至终参加爆破工作过程，并执行换牌制。入井前：爆破工持警戒牌、班组长持爆破命令牌，瓦检工持爆破牌。爆破前：爆破工做好爆破准备后，将自己所持的红色警戒牌交给班组长；班组长拿到警戒牌后，派人在规定地点警戒，并检查顶板与支架情况，确认支护完好后，将自己所持的爆破命令牌交给瓦检工，下达爆破命令；瓦检工接到爆破命令牌后，检查爆破地点附近20m处和起爆地点的瓦斯和煤尘情况，确认合格后，将自己所持的爆破牌交给爆破工，爆破工发出爆破信号5秒后进行起爆。（3）爆破后：“三牌”各归原主，即班组长持爆破命令牌、爆破工持警戒牌、瓦检工持爆破牌。（4）起爆地点指爆破工准备起爆的躲身地点，起爆前应当检查该处的瓦斯浓度，瓦斯浓度达到或超过1.0%时，不准起爆。（5）炮眼内瓦斯浓度应视情况进行检测，检测结果要在瓦检手册和瓦斯日报中注明；所有使用中的机电设备及其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度，有人员作业的地点都应纳入检查范围，每班必须检查该地点浓度1次，并按规定悬挂瓦斯检查牌板，检查结果要及时填写，并及时向通防调度汇报。3、瓦斯、二氧化碳检查点的设定及要求（1）掘进工作面风流（爆破地点附近20m内风流）、掘进工作面回风巷风流（迎头20m以外至开门点1015m回风侧）中测定，取其最大值。（2）临时停风恢复通风，必须经过通风、瓦斯检查人员检查确认，所有瓦斯检查点处风流中的瓦斯浓度，符合规定时，方可进行其它工作。（3）迎头供电必须使用风电闭锁、甲烷电闭锁。（4）严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。4、瓦斯超限的处理（1）采区、掘进工作面回风巷风流中甲烷浓度超过1.0%或者二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。（2）掘进工作面及其他作业地点风流中甲烷浓度达到1.0%时，必须停止用风煤钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中甲烷浓度达到1.0%时，严禁爆破。（3）掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或者