精品[精品]003122B掘进作业规程.doc

3122B掘进作业规程开滦集团有限责任公司荆各庄矿业分公司3122B掘进作业规程施 工 单 位： 开拓区 编 制 人： 施工负责人： 主管工程师： 主管副总工程师： 主 管 经 理： 安 全 经 理： 目 录第一章 概述2第一节 概述2第二节 依据2第二章 地面相对位置及水文地质情况2第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节 煤(岩)层赋存特征2第三节 地质构造3第四节 水文地质3第五节 地质储量与瓦斯、煤尘及自然发火情况3第三章 巷道布置及支护说明3第一节 巷道布置3第二节 支护设计3第四章 施工工艺7第一节 施工方法7第二节 装载与运输8第三节 管线敷设8第四节 设备及工具配备9第五章 生产系统10第一节 通风系统10第二节 压风系统11第三节 防尘供水系统11第四节 安全监测系统11第五节 通讯系统11第六节 供电系统11第七节 排水系统11第八节 运输系统11第六章 劳动组织及主要技术经济指标12第一节 劳动组织12第二节 主要经济技术指标13第七章 安全技术措施14第一节 “一通三防”管理安全技术措施14第二节 掘进安全技术措施17第三节 防治水与排水安全技术措施19第四节 机电安全技术措施20第五节 运输安全技术措施21第七节 其它安全技术措施24第八章 人员上下班路线及避灾路线29第一章 概述第一节 概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为（风道、切眼、运道）二、掘进的目的掘进的目的：为3122B综采工作面安装、回采做准备。三、巷道设计长度巷道设计长度：1201m四、预计开竣工时间2009年12月01日2011年2月01日五、为了保证生产安全，依照煤矿安全规程、各工种操作规程制定本规程，凡本工作面作业人员必须经过培训，考试合格后持证上岗；本工作面检查指导人员，必须学习掌握本规程。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3122B综采工作面设计说明书，批准时间为：2009年11月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为3122B掘进地质说明书，批准时间为：2009年11月19日。三、煤矿安全规程、各工种操作规程。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该工作面为三水平轴西采区第12-1煤层。工作面标高-468-485 m，走向120，走向长度541603m，平均558m。倾向长度145147m，平均146m，面积81468m2。该掌西北部为3120轨道上山，东部为3124B综采工作面，西南为F3断层防水煤柱，下覆3122D待设计区。上覆3096采空区及3318探巷。第二节 煤(岩)层赋存特征一、煤（岩）层赋存特征该工作面为复杂结构，中部含有一层碳质泥岩夹矸，厚约0.5m，上分层煤厚0.7m，下分层厚1.0m，煤层为黑色块状或条带状构造，玻璃光泽，上部为亮煤。煤层厚度：1.82.64m，平均煤厚为2.20m，煤层倾角1015，平均倾角12。表2-112-2煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度(m)抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）岩 性 特 征老 顶细砂岩12.766.85.16灰色，粘土胶结，松散，遇水变软，斜层理和交错层理，含大量茎化石。直接顶粉砂岩5.343.022.1浅灰色，致密坚硬，钙泥质胶结，交错层理，层面含有炭质充填物。直接底细砂岩3.8459.83.81深灰色,组织致密,具波状层理,灰色, 底部颗粒渐细。第三节 地质构造一、地质构造情况本区域位于三水平向斜轴西，靠近井田西部盆缘地带地质条件较复杂，煤层变化起伏较大。根据现有资料分析断层如下表：表2-2 地质构造情况一览表构造名称倾向（）倾角（）性质落差（m）预测位置对 掘进 影 响 程 度FD2644559正断层1.0运道180m有影响FD26525454逆断层3.0运道206m有较大影响FD26719573逆断层1.1运道285m有影响第四节 水文地质一、水文情况：上覆3093、3090柱以及3096采空区，下覆无工程，水文地质条件较简单，但局部裂隙发育，可能有少量滴淋水，施工中要加强顶板管理，完善并保持排水系统。正常涌水量0.1m3/min，最大涌水量0.6m3/min。第五节 地质储量与瓦斯、煤尘及自然发火情况一、地质储量工作面工业储量：241960t； 可采储量：193568t。二、瓦斯、煤尘及自然发火情况1、瓦斯绝对涌出量：0.13m3/min。2、二氧化碳绝对涌出量：0.94m3/min。3、煤尘爆炸指数：43.53%。4、煤层自然发火期：812个月。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置3122B具体参数见下表：表3-1巷道布置及参数表工作面名称区段工程量(m)支护形式巷道规格(m)排（棚）距(m)备注3122B 综采工作面风道AB477锚网4.02.20.8运道CD50架棚/锚棚4.42.80.6DE5303.82.4切眼EB144锚网4.02.20.8合计（m）1201第二节 支护设计一、支护设计1、顶底板分析12-1煤层直接顶为粉砂岩，厚度5.34m，浅灰色，致密坚硬，钙泥质胶结，交错层理，层面含有炭质充填物；细砂岩厚度3.84m。老顶是细砂岩，厚度12.7m，灰色，粘土胶结，松散，遇水变软，斜层理和交错层理，含大量茎化石。直接底为细砂岩，厚度为3.84m，深灰色,组织致密,具波状层理,灰色, 底部颗粒渐细。 2、地应力分析水平地应力方向为N136E，工作面运道及风道设计方向与水平地应力方向夹角为73.5，不利于巷道维护，掘进施工时应加强支护。切眼与设计方向与水平应力方向夹角为22，有利于巷道维护。3、采动影响及地质构造分析该工作面为三水平轴西采区。西北部为3120轨道上山，东部为3124B综采工作面，西南为F3断层防水煤柱，下覆3122D待设计区。上覆3096采空区及3318探巷。局部裂隙发育，顶板容易破碎，掘进施工时应加强支护。4、运道、切眼锚杆支护设计:(一)巷道锚杆支护形式的选择（1）切眼支护形式：、顶板支护：锚杆+铅丝编织菱形网+W钢带+锚索、两帮支护：锚杆+铅丝编织菱形网+钢筋梁框（2）运道支护形式：锚杆+铅丝编织菱形网+8.78m2金属拱型支架+木质背板(二)、锚杆支护参数设计(1)、顶板支护顶板锚杆长度（依据加固拱原理）L=N（1.1+B/10）上式中，L锚杆长度，m；N围岩稳定性影响系数，取1.0；B巷道宽度，取4.0m；L=1.0(1.1+4.0/10)=1.5m根据我矿锚杆应用情况，选取L=2.2m.（锚固长2.1m）顶板锚杆间排距D0.5L上式中D锚杆间排距，m；L锚固长度， 2.1m；D0.52.1=1.05m。根据我矿锚杆应用情况，选取排距800mm。由于巷道净宽4.0m，选择顶板锚杆每排布置5根，间距900mm。顶板锚杆直径（按杆体承载能力与锚固力强度原则） d = 1.13Q/1/2上式中，d锚杆直径，mm；Q锚固力，（Q=1.85 f -1.2）f=5，t；锚杆材料抗拉强度，（20Mnsi,=510Mpa=510N/mm）d=1.13(1.8551.2)9800/5101/2=14.05(mm)根据我矿锚杆应用情况，选择锚杆直径d=22mm。树脂药卷长度：L孔（d孔2-d杆2）L卷= -2 d卷2上式中：L卷树脂药卷长度，mm；L孔钻孔深度，取2100mm；d孔锚孔直径，取29mm；d杆锚杆直径，取22mm；d卷树脂药卷直径，取23mm。2100(292222)L卷= - =708(mm)2232选取：一卷K2333，二卷Z2333，共三卷23330mm树脂药。即树脂药卷总长990mm。锚索加固顶板支护根据本矿类似条件锚杆支护巷道实际观测和现场实施，选取锚索间距4m（即每5排锚杆打一根锚萦）；锚索长6m。锚索为15.24mm6000mm（5mm7股）钢绞线；要求孔径27mm，每眼使用6卷树脂药包，其中K2333二卷，Z2333四卷；锚索托板使用25U型钢，长500mm，托板孔径=20mm。、两帮支护锚杆长度（按两帮潜在松塌区宽度原则）L1=Htg(450-/2)+L2+L3上式中：L1帮锚杆长度，mm；H巷道高度， 取2200mm；松塌倾角，取50；L2 松塌区以外长度，取500mm； L3帮锚杆外露长度，取50mm。L1=2200tg(4550/2)+500+50=1350(mm)根据我矿锚杆应用情况，选取161600mmA3钢锚杆。锚杆间排距根据巷道高度及顶板锚杆布置，帮锚杆间排距选取0.8m，最上锚杆距顶板0.3m，即每帮每排三根锚杆垂直煤壁布置。锚固剂选取树脂药卷：每眼使用两卷树脂药卷，其中K2333一卷，Z2333一卷，半长锚固。、顶、帮锚杆支护辅助材料选择顶板使用W钢带，型号为BHW-250-2.75，每块长3900mm，孔距300mm。两帮使用金属梯子框，选取12752000mm钢筋梁框，眼距800mm。金属网选取菱形金属网，巷顶：10005000mm，孔径6060mm，10#铅丝。巷帮：10003000m，孔径6060mm，10#铅丝。锚杆托板选取12012010mm托板。5、25U型8.9m 2金属拱形支架间距验算及选择、确定:巷道顶板压力Pt =L2ra9.8Pt-巷道顶板压力（KN）；-承载系数（煤取1）=13f； f-普氏系数（煤取0.3）；L-巷道掘进宽度（m），r-顶板岩石容重（2.5t/m3）；a -金属拱形支架间距（m）。矿用金属拱形支架额定载荷P8.78=338.9395KN 计算棚距依据P8.78 Pt=L2ra8.9A8.78p8.78/L2r8.9= p8.78/（13f）L2r8.9=338.9395/（10.9）3.822.58.9=0.94931.1065m棚距确定：经上述验算，25U型钢，8.9m2金属拱形支架间距0.6m能满足支架额定载荷，施工时运道开口56m棚距选取0.5m，运道剩余区段棚距选取0.6m。第三节 支护要求及验收标准根据设计，风道与切眼使用锚网支护，3122B运道使用25U 8.78m2金属拱形支架支护。一、支护要求：1、风道、切眼锚网支护具体要求如下：锚网支护巷道断面（宽高）40002200mm，巷中高度2200mm。锚网支护形式 a、顶板支护：锚杆+铅丝编织菱形网+W钢带+锚索b、两帮支护：锚杆+铅丝编织菱形网+钢筋梁框顶锚杆支护参数：a、锚杆：222200右旋等强螺纹钢锚杆，每排5根，半长锚固，锚固力100kN。b、锚杆间排距：间距900mm，排距800mm。c、钻孔孔径：29mm。d、锚杆托盘：(长宽厚)12012010mm托板。e、菱形金属网:10005000mm，孔径6060mm，10铅丝。f、钢带：BHW-250-2.75钢带，长3900mm，孔距300mm。g、螺母：标准螺母，强度与锚固力相匹配。h、树脂锚固剂（23330mm）：快速1卷/眼，中速2卷/眼。i、锚索：15.246000mm，(5mm7股)钢铰线，每根锚索使用2卷快速树脂锚固剂和4卷中速树脂锚固剂。锚索间距4m。托盘使用25U型钢，长500mm。帮锚杆支护参数：a、锚杆:161600mmA3钢，半长锚固，每排三根，锚固力40kN。b、钢筋梁框：12mm75mm2000mm(长宽)，材料使用钢筋焊接而成。c、间距：800mm，排距：800mm。d、钻孔孔径：27mm。e、树脂锚固剂（23330mm）：快速1卷/眼，中速1卷/眼。f、菱形金属网:10003000mm，孔径6060mm，10铅丝。2、8.78m2金属拱型支架支护要求如下：巷道规格：（宽高）38002400mm。棚距：600mm（运道开口50m棚距500mm）。搭接：350mm，卡缆包两头。卡缆：采用25U卡缆，每架棚子使用七个卡缆，即上顶中间一个，两帮搭接处各三个。巷道插背：采用木质背板插背，木质背板规格为（长宽厚）80010050mm；小板间距：不大于200mm。支拉杆规格:(宽厚)605mm角钢，长480mm，眼距424mm。支拉杆位置:每架三道，上顶中间一道，两帮搭接中间卡缆处各一道。最大临时控顶距不大于800mm。二、验收标准：1、锚网支护巷道质量验收标准：巷道净宽：4000mm（-200，+200）。巷中净高：2200mm（-200，+200）。锚杆间距：上顶900mm(-100，+100)；两帮800mm(-100，+100)。锚杆排距：上顶800mm(-100，+100)；两帮800mm(-100，+100)。顶锚杆角度（与顶板夹角）：两肩75,其余90,锚杆轴向偏差不大于5。锚杆尾端（螺母以外）外露长度3050mm。顶网与顶网、顶网与帮网要铺平、拉紧、紧贴煤、岩面,并要联好网,联网距200mm。螺母的预紧力不小于100Nm，每班抽样一组(3个)检验，扭矩不合格及时拧紧。锚杆在顶板岩层中的锚固力100kN，锚杆在煤层中的锚固力40kN。锚索锚固力应大于200kN。网与网搭接100mm 。2、8.78m2金属拱型支架支护验收标准：巷道净宽：3800mm（0，+100）。巷道净高：2400mm（-20，+100）。支架间距：600mm（-100，+100）；500mm（-100，+100）。搭接：350mm（-40，0）；卡缆包两头，接口严密。平巷段前倾后仰：允许偏差1；斜巷段支架架设要迎山有劲（每上山起坡6-8，出1迎山角）迎山角允许偏差+1，不得抢、退山。卡缆螺栓扭矩：150Nm。支架梁扭向： 100mm。柱窝深度：300mm（-30，0），棚腿戳在实底上。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法以机掘为主，巷道开口及其它不适应机掘的条件采用炮掘，刮板输送机（胶带输送机）运输煤（矸）。二、施工工序1、炮掘a.锚网支护首先将溜子机尾接到掘进迎头，然后按爆破说明书的规定打眼放炮崩出荒断面，进行找掉工作，扩出完整的断面，进行临时支护（临时支护采用带帽点柱），打顶锚杆孔，装药搅拌药卷，铺网联网，上W钢带，上托盘，紧固螺母，补打帮锚杆，完成一个工艺循环。b.架棚支护首先将溜子机尾接到掘进迎头，然后按爆破说明书的规定打眼放炮崩出荒断面，进行找掉工作，扩出完整的断面，将前探梁（前探梁规格：由两根长2.0m，80mm槽钢背靠背焊接而成）串至掘进迎头、上梁、上好上顶支拉杆、木质背板背顶、挖窝子、戳腿、紧卡缆、上好两帮金属支拉杆、木质背板插背好两帮、打好机尾压柱，将煤出清，完成一个工艺循环。2、机掘a.锚网支护首先用掘进机或JH-5型回柱绞车将皮带机尾拉到掘进机的转载下，然后开机割煤，割出完整的荒断面，进行临时支护（临时支护采用带帽点柱），进行找掉工作，打顶锚杆孔，装药搅拌药卷，铺网联网，上W钢带，上托盘，紧固螺母，补打帮锚杆，完成一个工艺循环。b. 架棚支护首先用掘进机或JH-5型回柱绞车将皮带机尾拉到掘进机的转载下，然后开机割煤，割出完整的断面后，再进行找掉工作，将前探梁（前探梁规格：由两根长2.0m，80mm槽钢背靠背焊接而成）串至掘进迎头、上梁、上好上顶支拉杆、木质背板背顶、挖窝子、戳腿、紧卡缆、上好两帮金属支拉杆、木质背板插背好两帮，完成一个工艺循环。c锚棚支护：首先将溜子机尾接到掘进迎头，然后按爆破说明书的规定打眼放炮崩出荒断面，进行找掉工作，扩出完整的断面，进行临时支护（临时支护采用带帽点柱），打顶锚杆孔，装药搅拌药卷，铺网联网，上W钢带，上托盘，紧固螺母，补打帮锚杆，窜前探梁，挂棚梁，插背正顶，出矸，接棚腿，完成一个工艺循环。三、1）4m2.2m锚网支护放炮说明书眼 号炮眼名称炮眼深度(mm)装 药 量角 度封泥长度(mm)起爆顺序连接方式Kg/眼小计(Kg)水平竖直14掏槽眼12000.62.47590封满大串联510辅助眼10000.31.89090封满1128周边眼10000.152.79080封满合 计6.92）8.78m2金属拱型支架放炮说明书眼 号炮眼名称炮眼深度(mm)装 药 量角 度封泥长度(mm)起爆顺序连接方式Kg/眼小计(Kg)水平竖直14掏槽眼10000.451.87590封满大串联510辅助眼8000.31.89090封满1125周边眼8000.152.259075封满合 计5.85四、施工顺序1、在3120轨道上山设计位置开口，掘进风道至设计位置。2、在3120皮带巷设计位置开口，掘进运道及切眼与风道贯通，形成整个系统。第二节 装载与运输一、装煤（矸）方式采用EBZ-90G型掘进机破煤（矸）、装煤（矸）。二、运输方式采用胶带输送机、刮板输送机运输煤（矸）。第三节 管线敷设掘进工程中在3122B风道、切眼，（面向掘进迎头）左手帮及3122B运道（面向掘进迎头）右手帮敷设三趟信号线、二趟电缆、三趟108mm管路，由上至下为电话线、监测线、信号线、掘进机电缆、备用排水线、供水管路、压风管路、排水管路，并按标准吊挂、随掘进及时向前延接。第四节 设备及工具配备表4-1 掘进机电设备一览表序号设备名称设备型号安装地点备注数量1掘进机EBZ-90B3122B风道、3122B运道12馈电开关BKD-4003120斜井上坡头33溜子SGB-403120皮带、3122B切眼3120轨44皮带SPJ-8003120皮带巷15皮带SPJ-8003122B风道16水泵5.5KW3122B风道37绞车JD-2.53120轨18绞车JD-1.63120轨19绞车JD-13122B风道210低总BKD16-630开关3120皮带巷111主风车FBD NO5.6-2X153122B运道112备用风车FBD NO5.6-2X153122B运道113风车开关QC83-80-13122B运道214断电控制器DK-2型断电控制器3122B运道115馈电开关KBZ2-4003122B运道31611.4kw调度绞车JD-11.43122B运道217绞车开关QC83-80N3122B运道218照明综保ZBZ-2.5KVA3122B运道119煤电钻综保BBZ1-2.53122B运道220锚杆泵站7.5KW3122B运道121锚杆泵站开关QC83-803122B运道122除尘风机11KWX23122B运道12340T溜子SGB-403122B运道224溜子开关QBZ-120/QC83-1203122B运道225潜水泵5.5kw水泵3122B运道326潜水泵开关QC83-803122B运道3第五章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算施工过程中，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。掘进工作面实际需要风量，按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、炸药量以及局部通风机的实际需风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（一）按瓦斯涌出量计算Qhf= 100qhg khg=1000.131.2=15.6m3/min式中：qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数（K1.2）；100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。（二）按二氧化碳涌出量计算Qhf= 67qhc khc=670.941.2=75.58m3/min式中：qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数（K1.2）；67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。（三）按炸药量计算（三级煤矿许用炸药）Qhf10Ahf106.9 =69m3/min式中：Ahf掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，8.9m2断面使用5.85kg；4m2.2m断面使用6.9kg。根据上述条件计算结果，以最大需风量Qhf=75.58m3/min选取压入式局部通风机，查压入式局部通风机性能参数（25.5kW压入式局部通风机风量为157242m3/min；风压3113070Pa）选用25.5kW对旋压入式局部通风机风量满足使用要求，但考虑到使用除尘风机，故选取215kW对旋压入式局部通风机（风量280447m3/min，风压4405030Pa）满足供风要求。（四）按掘进工作面人员数量验算Qaf4NhfK4231.25115m3/min式中：Nhf掘进工作面同时工作的最多人数，23人；K备用系数；取1.25；Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min。（五）按风速进行验算a)验算最小风量Qaf600.25Shf 133.5m3/minb)验算最大风量Qaf604.0Shf159.08m3/min式中：Shf掘进工作面巷道的净断面积，最小风速使用架棚支护8.78m2断面验算；最大风速使用11.3金属拱型支架10.61m2断面验算Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min；根据以上验算，掘进工作面按最小风速验算，结果取133.5m3/min；133.5m3/min300m3/min（215kW对旋压入式局部通风机的供风量），所以选择15kW2对旋压入式局部通风机满足要求。（六）按局部通风机所在巷道配风量计算Qhf= QafI+600.15Shd=3001+600.159.86=300+88.74=388.74m3/min式中：Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，现场实测断面9.86m2。安装局部通风机所在巷道实际风量Q=408m3/min；408m3/min388.74m3/min，满足使用要求。二、通风系统新鲜风：副井1048大巷2048斜井2048大巷3048斜井3048大巷3120轨道上山掘进工作面。乏风：掘进头3120皮带巷3120回风绕道2020W1040回风巷246回风巷主井地面。第二节 压风系统压风系统：-530压风机房3048大巷3120轨道上山掘进工作面；随掘进滞后迎头不大于30m接一趟108mm压风管路。第三节 防尘供水系统防尘水源来自地面防尘供水系统：副井1038斜井1040回风巷2020E3049皮带巷3120皮带巷3120轨道正眼掘进头；随掘进滞后迎头不大于30m接一趟不小于108mm供水管路。第四节 安全监测系统监测信号传输系统：由KJ101N监测系统直接与井下监控分站进行通讯，其传输路线为：掘进工作面3120轨道（皮带）正眼3048大巷3048斜井2048大巷2048斜井1048大巷副井地面监测机房。瓦斯传感器安装型号：KJ101-45B、监控分站安装型号KJ101N-F1，位于掘进工作面局部通风机处。第五节 通讯系统通讯系统：副井1048大巷2048大巷3048大巷掘进工作面；随掘进滞后迎头不大于50m处安装通讯设施。第六节 供电系统供电系统（详见附供电图）第七节 排水系统排水系统：掘进头3120斜井3120轨道正眼3048大巷三水平水仓；随掘进滞后迎头不大于30m接一趟不小于108mm排水管路。第八节 运输系统一、运煤系统掘进头3120皮带正眼3049皮带巷2049皮带巷1049皮带巷主井地面。二、运料系统（1）施工风道时运料系统：1.副井1048大巷2048斜井2048大巷3048斜井3048大巷3120轨道上山掘进工作面。2.副井1048大巷2048斜井2048大巷3048斜井3048大巷3131斜井3120皮带巷掘进工作面（2）施工下运及切眼时运料系统：副井1048大巷2048斜井2048大巷3048斜井3048大巷3131斜井掘进工作面第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织采用“三八”制作业，8点班、4点班掘进，0点班准备。表6-1劳动组织图表人 工数 种点班掘进运料看转绞料搬运维护其他合计掘 进 班76441123准 备 班-466420表6-2 循环作业图表一、锚网支护巷道1.机掘：2炮掘：二、架棚支护巷道第二节 主要经济技术指标表6-3 技术经济指标表1、锚网支护：名称单位数量名称单位数量日进尺（炮）m6.4火药kg/m8.63日进尺（机）m12.8雷管个/m35出勤人数人66油脂kg/m4.0效率（炮）m/d.人0.10出勤率95效率（机）m/d.人0.19坑耗m3/m2.架棚支护：名称单位数量名称单位数量日进尺（炮）m7.2火药kg/m9.75日进尺（机）m13.2雷管个/m41.7出勤人数人66油脂kg/m4.0效率（炮）m/d.人0.11出勤率95效率（机）m/d.人0.2坑耗m3/m0.20第七章 安全技术措施凡本工作面作业人员，本工作面检查指导人员，除严格执行煤矿安全规程、各工种安全技术操作规程、国家和集团公司矿业公司等上级相关规定外，还必须执行如下安全技术措施：第一节 “一通三防”管理安全技术措施一、通风与瓦斯管理（一）风筒采用600mm10000mm柔性风筒，风筒口（出风口）距迎头5-10m。风筒用6.5mm钢丝绳（或9.5mm钢丝绳）吊挂，吊挂要平、直、顺，逢环必吊，接口要严，有破口的风筒要及时修补或更换。更换风筒的时间不得大于5min，同时，全部人员必须提前撤到更换风筒地点以外。钢丝绳吊挂要求，距迎头不超过50m；风筒坚持编号管理。（二）任何人不得随意破坏通风设施（包括风门、密闭、测风站等）。过大件需临时拆除通风设施时，要与通风区提前联系好。（三）巷道内要保持清洁，料场要码放整齐，以保证通风断面。风门前后5m，测风站前后10m及密闭前5m严禁堆放杂物。（四）加强风门的管理，所有风门使用连锁装置，运料时要保护好风门，严禁用矿车撞风门。发现风门破损或漏风严重时，及时向值班室汇报，以保证通风系统的稳定。（五）必须专职或兼职司机操作压入式局部通风机，巡视沿线风筒，发现有风筒脱节、风筒漏风等问题必须立即汇报及时处理，压入式局部通风机司机必须现场交接班，并坚持摘挂牌制度。（六）压入式局部通风机必须实现“四、三、二、一”，并保证其完好可靠。严禁无计划停电、停风。加强机电管理工作，回风流中电气设备必须保证完好，杜绝失爆。（七）风电闭锁的断电范围：掘进工作面巷道内所有非本质安全型电气设备。（八）加强顶板管理，避免出现顶空现象，造成瓦斯积聚。（九）掘进过程中避免出现盲硐，废巷，掘出的盲硐、废巷要及时回撤并打好密闭。（十）掘进工作面及其他作业地点风流中，电动机或其他开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。（十一）掘进工作面，体积0.5m3空间内积聚瓦斯的浓度2.0%时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。（十二）掘进巷道内，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1.0%以下时，且打开电气设备大盖，待电气设备内部瓦斯浓度1.0%时方可恢复供电。（十三）当局部通风机(主、副风机)因故停止运转时，为保证掘进工作面安全地恢复通风，防止瓦斯事故发生，规定如下：1、当掘进工作面发生停电、停风时，停风区域内必须立即停止工作、撤出人员，切断工作面内所有电气设备电源并将电源开关打到零位，现场班长必须立即组织人员在停风工作面外口打好栅栏，安排专人警戒，禁止人员进入。2、现场班（组）长须布置人员在巷道外新鲜风流处断开工作面导风筒。3、现场班长必须立即派专人查找停风的原因，并向矿业公司调度室、通风区调度汇报；通风区调度派瓦斯检查工尽快赶到现场，处理瓦斯。4、查明原因，恢复局部通风前，首先检查局扇及开关附近20m内风流中瓦斯、 二氧化碳浓度0.5，确认局部通风机前风量大于局部通风机的吸风量，方可启动局部通风机供风，处理工作面瓦斯。5、排放瓦斯前，瓦斯检查工在现场班（组）长或安全员配合下，二人前后相距5m，进入停风区域检查瓦斯、CO2、氧气浓度，必须边检查边前进，两人每走一步都必须互相确认双方检查的瓦斯、CO2、氧气浓度，当所查瓦斯（CO2）浓度3%或氧气浓度18%时，人员必须立即撤出。（注：无检查氧气浓度时，严禁进入。）根据现场检查瓦斯（CO2）结果分级处理：当停风区域内最高瓦斯浓度1，最高CO2浓度1.5时，可直接启动局扇恢复通风。当停风区域内最高瓦斯浓度1、最高CO2浓度1.5，且最高瓦斯、CO2的浓度均3时，回风系统内无其它采掘工作面时，在请示矿业公司调度室后，可由瓦斯检查工在现场班（组）长或安全员的配合下，采取如下措施处理：处理前必须在停风区域排出风流与全风压汇合处悬挂一台瓦斯便携式报警仪，随时监测排出的瓦斯在全风压汇合处的瓦斯浓度。在独巷外新鲜风流侧利用调节风筒对接面积的大小来控制送入独巷内的供风量，控制排出的风流与全风压汇合处的最高瓦斯、二氧化碳浓度1.5。直至恢复通风的通风巷道内风流中最高瓦斯浓度1、二氧化碳浓度1.5，氧气浓度20为止，并稳定30min。 检查受影响区域内所有电气设备，当电气设备内瓦斯浓度1后，请示矿业公司调度室，经矿业公司调度室同意后，方可人工恢复停风巷道内电气设备的供电。 当停风区域内，最高瓦斯或CO2浓度3，或其它有害气体浓度超过煤矿安全规程规定时，必须立即将人员全部撤到全风压进风巷道中待命，现场班长必须在24小时内组织人员封闭完毕，打好栅栏，揭示警标，严禁一切人员入内，并及时汇报矿业公司调度室和通风区调度，由通风区制订专门排放措施。二、防尘及隔爆管理1、防尘管理：工作面必须完善灭尘系统，做到无灭尘系统不掘进。掘进机喷雾必须完好符合煤矿安全规程第71条的规定，实行开机先开水，无水不开机。掘进机喷雾必须能够有效地抑制煤尘飞扬。掘进机：外喷雾水压不小于1.5MPa。如果内喷雾装置水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。巷道长度达到30m必须设置一道净化水幕，巷道长度达到80m设置两道净化水幕，其中第一道净化水幕距迎头不大于30m，两道净化水幕间距不大于50m，净化水幕构件齐全，雾化效果好，喷雾时能够有效地封闭巷道全断面，喷雾装置安装的地点和喷雾的质量要符合规定，净化水幕下方严禁存放设备、物件。各转载点都必须安装合格的喷雾装置，并保证完好有效。阀门安装地点必须便于操作。必须安排专人负责冲刷巷道和洒水灭尘；掘进工作面至少每日冲刷一次；外围所属巷道冲刷的时间间隔根据巷道积尘情况每周至少冲刷一次，并要保证巷道内煤尘堆积连续长度不超过5m、厚度不超过2mm。掘进巷道内，输送机转载点等部位及其它能产生和沉积粉尘的地点，均要设置防尘管路；每隔50m设一个水咀，水咀的完好率达到100。加强个体保护，工作人员都必须配戴防尘口罩。炮掘必须坚持湿式钻眼或采用打眼浇水的方法，并坚持放炮前后洒水灭尘工作及使用好水炮泥。2、隔爆管理：首排隔爆水槽与工作面距离必须保持60200m。隔爆水槽与巷道交叉口转弯处距离不小于50m。隔爆水槽应设在巷道的直线段内，隔爆水槽区内的巷道断面应与其前后各20m的巷道断面一致。隔爆水槽用水量要符合要求即根据断面计算用水量不得小于200L/m2，8.9m2断面用水量不得小于2008.9=1780L。每个隔爆水槽的容量为30L，所以安置的隔爆水槽的数量不得小于60个。隔爆水槽之间的间隙与隔爆水槽同支架或巷壁之间的间隙之和不大于1.5m，特殊情况下不超过1.8m，两个隔爆水槽之间的间隙不得大于1.2m。 隔爆水槽距巷道底板不应小于1.8m，隔爆水槽边与巷壁、支架、顶板、构物架之间的距离不小于0.1m、隔爆水槽底部至顶梁的距离不大于1.6m，如大于1.6m，则必须在该隔爆水槽的上方增设一个。要经常保持隔爆水槽的完好和规定的水量；上边缘需成水平状态，达到设计要求；每7天检查一次。隔爆水槽要求挂牌管理。3、使用除尘风机安全技术措施：除尘风机选型：除尘风机选用KCS型除尘风机，并且保证压入式通风机供风量及巷道风速要求。15kW2对旋压入式局部通风机吸风量为280447m3/min，除尘风机25.5kW风机的吸风量为126m3/min，因此除尘风机满足使用要求。除尘风机位置及风筒的选用：将局部通风机柔性风筒出风口安装旋流器，且旋流器出口距工作面迎头510m处，随掘进随向前倒移。除尘风机安装在掘进工作面非行人侧，风筒采用6005000mm刚性风筒，风筒口（吸风口）距迎头25m。除尘风机距迎头3050m，刚性风筒吊挂时要保证距巷道底板不小于0.3m，除尘风机随掘进，及时向前倒装。供电电源：除尘风机的电源取掘进机电源。除尘风机使用前先接通供水喷雾系统，检查喷雾是否正常，检查水箱水位是否符合要求，否则不许使用。除尘风机在启动2min后，应注意观察除尘器脱水是否正常，严禁无水使用。除尘风机产生的污水要及时排出，且保证水箱水位符合要求。除尘风机由各班专职（或兼职）除尘风机司机负责管理，其他人不得随意停开除尘风机。要求风筒吊挂平、直，接口要严，防止漏风，风筒损坏必须及时修补、更换。确保风流中瓦斯浓度1.0，压入式局部通风机风电闭锁及掘进工作面瓦斯闭锁范围包括除尘风机，当压入式风机停止运转时，除尘风机（抽出式除尘装置）联动停止运转，此时压入式风机未启动时，除尘风机（抽出式除尘装置）闭锁，不能先启动。炮掘工作面不使用除尘风机，机掘工作面必须使用除尘风机。三、防火管理1、及时铺设防火供水管路，供水管路使用108mm铁水管。2、在掘进巷道中，每50m出一个水咀，所用胶管不得小于25m，供灭火、灭尘和注水使用。3、掘进工程竣工后，所有铺设的供水管路不得回撤。4、防止外因火灾措施：井下储油点和皮带机头必须备不少于0.2m3防火砂，储油点和皮带机头要按要求备足消防器材（两把锹、一把镐、两个灭火器），机尾按要求备足消防器材（两个灭火器），并妥善保管好。所有运输皮带必须使用阻燃皮带，并安装齐全有效的烟雾、温度、洒水、煤位、速度、急停、跑偏等保护装置、声光信号灵敏可靠。皮带托辊保持运转灵活，浮煤随时清理，严禁托皮带。井下的废油、棉纱、布头等易燃品，必须放在盖严的铁桶内，集中运到井上处理，不得乱放乱扔。5、防止内因火灾措施：掘进工作面上顶坍冒时，除采取措施进行处理外，还应做出标记并做好记录。发现巷道出现热气或冒烟、异味等发火征兆时，要立即与矿调度室联系，由矿调度指挥处理。6、任何人员发现井下火灾时，必须采取一切可行的方法进行直接灭火，并迅速报告矿业公司调度室，当火势很大无法扑灭时，现场班（组）长要立即组织现场工作人员沿避火灾路线撤至安全地点。四、安全监测线路1、瓦斯传感器安装（型号：KJ101-45B）：在掘进工作面距掘进迎头不超过5m设置一个瓦斯传感器，其迎头（T1）报警浓度1.0%，（考虑到使用除尘风机）迎头瓦斯传感器T1断电浓度为1.0%，复电浓度1.0%；掘进工作面距回风口1015m处设置瓦斯传感器T2，其报警浓度1.0%，断电浓度1.0%，复电浓度1.0%，T1、T2断电范围均为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。2、瓦斯传感器T1、 T2吊挂位置距顶不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm处，瓦斯传感器T1监测线随掘随接；掘进工作面班长必须携带瓦斯报警仪，并与瓦斯传感器T1吊挂在一起。3、监测信号电缆：MHYV41mm2阻燃电缆；监测信号电缆路线： 3032配电室3048大巷3120轨道正眼掘进工作面。4、监控分站安装（型号KJ101N-F1）：供电电源取自被控开关的电源侧，安装在局扇进风侧巷道内，局扇开关、监测主机必须安设在局扇进风侧巷道内。5、班（组）长开工前要检查瓦斯传感器和线路。发现异常，及时向矿业公司调度室和通风监测部门汇报。严禁甩开安全监测设备的电源和故意损坏安全监测设备。6、严格按照安全监测系统管理的有关规定组织生产，当掘进工作面回风流中瓦斯浓度1.0%或二氧化碳浓度1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理；掘进工作面及其他地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。第二节 掘进安全技术措施一、锚网支护顶板管理1、掘进施工过程中，严格执行“敲帮问顶、找掉观山”制度。2、打顶眼前，必须先看线，确定好眼位后进行钻眼，必须按规定锚杆角度进行打眼，不得打穿皮眼或沿裂隙面打眼。3、使用29mm锚杆钻头，严禁使用其它规格钻头，以保证杆体与孔径的合理匹配。4、钻孔深度应不小于锚杆有效长度且不应大于有效长度30mm。5、顶锚杆安装前，应首先检查树脂药卷是否有效，然后用锚杆杆体插入孔内，检查孔深和直线度，如钻孔不合格，必须进行处理或重新打合格钻孔。6、安装树脂药卷时，应先用锚杆杆体将树脂药卷推送至孔内。7、金属网必须紧贴顶板铺设，不得出现网兜，相邻两块金属网必须用16以上规格的铅丝连接，联网距不得大于200mm。8、锚杆托盘必须紧贴W钢带，螺母上紧且扭矩不小于100Nm，托盘要上正，不得使用铸铁托盘。9、失效锚杆要及时补打。10、打帮锚杆前，两帮要先刷齐，打眼后应将煤粉掏净，用锚杆将药送至孔底并搅拌，然后用连接器将杆体尾端与煤电钻相连接，开动煤电钻对树脂药卷进行搅拌，快搅慢推，搅拌完成后及时停机。帮锚杆托盘必须紧贴梯子梁框，梯子梁框与金属网、金属网与煤壁接触紧密，煤壁用掘进机割平，也可用手镐刷平。11、每50100m抽样一组（3根）进行拉拔试验，拉拔加载至锚杆设计锚固力的90%，如有1根不合格再抽一组（3根），再不合格要查其原因，及时采取处理措施。12、每80100m设一个顶板离层仪，以观测顶板下沉情况。当巷道掘进前10天内，顶板累计下沉量要小于50mm，最大下沉速度小于6mmd，巷道掘进50天内，顶板累计下沉量要