Ⅳ317机巷掘进工作面作业规程.doc

孟庄煤矿 317机巷掘进作业规程目 录30 封 皮审批意见作业规程审批记录贯彻记录正文目录.1第一章 工程概况.2.第一节 概述.2.第二节 编制依据.2.第三节 煤层特征及地质情况.2.第二章 巷道布置及支护设计.4.第一节 巷道布置.4.第二节 施工方法及施工工艺.5第三节 支护方式.9.第四节 装、运岩（煤）方式.11.第五节 管线吊挂及轨道铺设.12.第六节 通风设计.12.第七节 安全监控的选型和管理制度.14.第八节 掘进工作面隔爆设施设计.15.第三章 劳动组织、循环作业图表及主要技术经济指标.16.第一节 劳动组织.16第二节 循环作业图表.16.第三节 技术经济指标.17.第四章 生产系统.18.第一节 运输系统.18.第二节 供应系统.18.第三节 压风系统.19.第四节 排水系统.19.第五章 安全避灾.20.第一节 灾害预防和处理.20.第二节 安全避灾.20.第六章 安全技术措施.21.第一章 工程概况第一节 概述一、巷道名称：317机巷二、掘进目的及巷道用途为了满足317工作面通风、行人、进料、运输及管线铺设等需要。 三、巷道设计长度及服务年限317机巷设计长度543.6m（平距），服务年限约为1.5年。 表1 317机巷工程量表单位mm2m2m序号工 程名 称设计工程量坡度断 面支 护形 式循环进度开工日期毛净1317机巷543.6跟煤层顶板11.910.8U型棚0.5509.04四、预计开、竣工时间根据采掘接续要求，综合考虑掘进设备的生产能力，本掘进工作面开工日期为2009年3月，竣工日期2010年7月。第二节 编制依据一、根据技术科施工业务联系单和设计图纸。施工业务联系单编号：JS2009-01-02,联系日期2008年1月6日；设计图纸：2008年12月下发的317巷道设计平面布置图。二、根据地质部门提供的317工作面掘进地质说明书，批准时间为2009年1月7日。三、根据煤矿安全规程、矿井生产标准化标准、安全生产岗位制、煤矿操作规程等。第三节 煤层特征及地质情况一、掘进范围内已有的采掘情况 317机巷位于1采区南翼第四区段，上临315工作面（待回采），下部靠近F1断层；北起轨道下山，南至317切眼。与其相对应的地表有水渠、许谷堆村庄、果园、可耕地等，地面标高+34.2+34.9m。二、巷道围岩、煤层特征该区域31煤层结构简单，为单一结构，属较稳定煤层。据邻近钻孔及巷道揭露，本工作面内煤层最大厚度3.1m，最小厚度1.0m，平均厚度2.2m。32煤厚0.3m1.0m，与31煤之间由0.2m0.5m的夹矸，倾向8001300，倾角160250，平均倾角180。31煤层直接顶板为灰色或浅灰色泥岩，含植物根茎化石碎片，厚度1.01.8m，平均厚1.5m，局部为灰白色火成岩，老顶为灰色细砂岩，底板为灰黑色泥岩，局部含砂质。三、地质水文情况该区域水文地质条件简单，主要充水来源为老顶砂岩裂隙水。四、其它地质情况根据927钻孔煤层瓦斯含量为8.88m3/t。南部DF1断层，产状：2252605760H100M；五、煤（岩）层综合柱状图：见图1图1 本阶段煤岩综合柱状图第二章 巷道布置及支护设计第一节 巷道布置1、 317机巷巷道布置平面图（图2）2、317机巷U型棚支护断面布置图（图3）3、巷道开窝 -660石门三岔门已经施工好，直接按设计拨门即可，施工顺序如下：自660石门g2点为中，按照方位420、跟3煤顶板施工到A点停掘，g2A平距30m。以g2点为中，按方位，2220、3上破施工到B点，g2B平距25m；继续按方位2220、跟3煤顶板施工317机巷到C、调整方位195050掘进机巷至D点，g2C平距245.6m，CD平距268m。第二节 施工方法及施工程序一、施工方法： 远距离爆破作业施工（一）、爆破方式掏槽方式：楔式掏槽法。装药结构：正向装药结构。起爆方式：采用一次打眼，一次装药，一次起爆；严禁一次打眼，分次装药，分次起爆。联线方式：串联。（二）、爆破技术安全措施1、打眼工必须熟悉措施中的炮眼布置图，爆破说明书、技术安全措施及其他有关规定，严格按照爆破图表进行打眼。2、打眼工必须站在顶板支护完好地方进行打眼。打眼前应首先检查支护、迎头顶板情况，进行敲帮问顶，清除危岩活矸，发现隐患及时进行处理，然后方可进行打眼工作。3、打眼前要检查风钻的零部件是否齐全、风水管路连接是否牢固，风钻要进行试运转。4、打眼及施工过程前要首先看好中线，在迎头断面上确定出中线的具体位置，由专人定出眼位。5、当钎子进入煤（岩）层50时领钎工应及时离开迎头，撤到风钻的后侧，打眼过程中，风钻的前方、下方不得站人，以防断钎伤人。6、严禁打干眼及在残眼、裂隙中打眼。7、打眼工脚下要站稳，要根据煤（岩）性情况适当调节风量，保持钎子平稳前进，防止断钎伤人。8、打眼前，爆破后及施工过程中均必须进行敲帮问顶，敲帮问顶时，必须从后向前逐步进行。9、打完眼（包括清理炮眼）后要及时关好风水阀门，将风水软管及风动工具撤到距迎头20m以外的地方掩盖好，以防爆破时被崩坏。架棚巷道爆破前加固迎头10m范围内的支架，爆破后由外向里逐棚检查顶、帮安全情况，对崩倒崩坏的支架逐棚扶好。10、装药前要用吹眼器将炮眼内的岩粉、煤粉及积水清除干净。11、爆破工必须由经过专门培训取行合格书的人员担任，并做到持证上岗。12、爆破工装配引药时，要在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体，无瓦斯积聚及杂散电流，距工作面20m以外的安全地点进行。严禁坐在炸药箱上装配引药。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。13、使用煤矿安全型水胶炸药，直径27mm,长400mm。装配起爆药卷时，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。雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。14、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。15、装药前要检查炮眼的深度、方向、位置、角度，不符合规定的炮眼不准装药，严格按爆破图表的要求进行装药。16、严格执行一炮三检、一炮三泥、一炮三警戒及三人连锁爆破等“四个三”制度。17、装药时应用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入眼内，不得用力冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须彼此密接，装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。18、炮眼封泥要用水炮泥，水炮泥外剩余炮眼部分要用炮泥封满填实，无封泥、封泥不足（封泥长度不得小于0.5m）或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。煤层中要使用座底泥。19、使用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms。20、爆破前，班长必须亲自撤除警戒线以内的所有人员，在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上安排专人布置“人、牌、网”三警戒，警戒人员必须站在安全地点进行警戒。在没有撤除警戒之前，任何人不准通行。21、爆破前后，爆破地点20m范围内的巷道必须洒水降尘。22、爆破母线长度、警戒距离大于200m。放炮站应设在-660轨道石门两道风门以外的新鲜风流中或避难硐室内，并设置压风自救，放炮站距工作面不得小于200m。爆破时回风系统断电,人员撤到警戒线以外。23、发爆器的钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电，不得将钥匙插入发爆器内。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。24、爆破前，装药和脚线的连接可由经过专门培训的班长协助爆破工进行，爆破母线与脚线的连接、检查线路和通电工作只准爆破工一人操作。25、爆破前，班长必须清点人数，确认无误后方可下达爆破命令。爆破工必须最后一个离开爆破地点，在有掩护的安全地点进行爆破。爆破工接到爆破命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。26、爆破后，至少等30分钟待工作面炮烟被吹散，瓦检员、爆破工、班长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤（岩）尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，必须立即进行处理，只有确认无误后，方可由布置警戒的班长亲自撤除警戒进行工作。27、必须全断面一次装药一次起爆。通电后拒爆时，爆破工必须首先取下发爆器的把手钥匙，并将爆破母线从发爆器上摘下扭结成短路，15min后方可沿线路进行检查，找出拒爆的原因。28、装药的炮眼必须当班爆破完毕，特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药炮眼，当班爆破工必须在现场向下一班的爆破工交接清楚。29、爆破工必须把炸药、电雷管分开存在专用的爆破材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆破后没有用完的炸药要入箱上锁，剩余的雷管交回炸药库房，不得升井或私自存放。30、炸药材料箱必须放在爆破警戒线以外顶板完好、支架完整，避开电气设备、机械，无淋水的安全地点。施工单位的炸药箱必须上锁、上架，且箱内不得存放除炸药以外的任何东西。31、因爆破崩坏的支架，必须由外向里逐棚进行修护，未修好之前，严禁人员进入迎头作业。32、处理拒爆、残爆时，必须在班长的直接指导下进行，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同下一班爆破工交接清楚。处理拒爆、残爆时必须遵守下列规定：(1)由于联线不良造成的拒爆，可重新连线起爆；(2)其他拒爆处理：在距拒爆炮眼至少0.3m处另打同拒爆炮眼平行的新炮眼重新装药起爆；(3)严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从药卷中拉出电雷管；不论有无残余炸药，严禁将炮眼的残底继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆、残爆的炮眼；(4)处理拒爆、残爆的炮眼爆炸后，爆破工必须祥细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。(5)在处理拒爆、残爆工作完毕之前，严禁在该地点进行同处理拒爆、残爆无关的工作。33、采用爆破施工时，其炮眼的最小抵抗线岩层不小于0.3m，煤层不小于0.5m。34、煤巷底眼必须使用阻燃性彩带进行标识。35、放炮警戒图见317工作面瓦斯抽采及防突设计。（三）架棚爆破图表图4 (1)全煤炮眼布置三视图（比例： 1：50）(2)架棚爆破图表 (表2)类别眼深（m）角 度每眼装药量（kg）使用雷管（发）封泥长度（m）联线方式起爆顺序循环消耗量水平垂直掏槽眼1.88009000.460.5串联炸药种类水胶消耗量13.2kg消耗定额8.25kg/m雷管种类毫秒延期雷管消耗量39发辅助眼1.69009000.3110.5周边眼1.69009000.3130.5底 眼1.69009000.490.5图5 (1)半煤岩炮眼布置三视图（比例： 1：50）(2)架棚爆破图表 (表3)类别眼深（m）角 度每眼装药量（kg）使用雷管（发）封泥长度（m）联线方式起爆顺序循环消耗量水平垂直掏槽眼1.88009000.460.5串 联炸药种类水胶消耗量15kg消耗定额9.375kg/m雷管种类毫秒延期雷管消耗量45发辅助眼1.69009000.3130.5周边眼1.69009000.3170.5底 眼1.69009000.490.5（四）炮掘施工工艺流程图表 (表4)出货看中线定眼位钉 道爆破警戒施工准备排 水交接班准备材料打 眼爆破后查气体检查安全质量机 电检 修检查气体架棚(打锚杆)装药连线加皮带杠 杆防倒器敲帮问顶打设临时支护再检查气 体清 理移挪防倒器第三节 支护方式一、U型棚支护的技术参数。1、317机巷支护为底扎高4000mm2800mm的U型钢拱形棚，棚档距中中550mm，采用防腐塘材、塑料编制网配合竹笆片腰帮过顶，每棚防腐塘材32根，0.8m宽的塑料编制网10m、竹笆5片；g2A段使用水泥背板（长宽后800mm120mm70mm）、金属网（长宽1800mm800mm）腰帮过顶，每棚水泥背板28块、金属网5片。2、临时支护开窝架棚前4棚使用点柱作为临时支护，4棚后金属前探梁做超前临时支护，前探梁为2根、长度4.0m的11号矿用工字钢，使用特制卡子固定于棚梁上。前探梁距巷道中等距离布置，间距1.0m。3、临时支护的架设要求（1）金属前探梁最大控顶距离650mm。前探梁必须紧跟迎头，并随掘进而前移，够一棚架一棚，严禁超过临时支护而空顶作业。（2）前探梁敷设必须牢固，与支架梁间隙用木楔楔紧。特制的卡子必须经过矿总工程师批准加工，构件齐全、完好、有效，每根前探梁使用三付卡缆固定。（3）巷道变坡、拐弯可使用长2.4m的11号矿用工字钢做前探梁。4、结构图（见附图）图6 拱形棚金属前探梁结构图4000mm 前探梁 迎 头 卡 缆 永久支护 650mm 临时支护 图7 U型钢拱形棚结构图5、永久支护质量要求（1）严格按技术科所放设的中线跟3煤层顶板施工，遇断层巷道起伏较大时最大破顶0.20.5m。（2）使用支护材料必须满足设计断面的要求，不得使用变形的腿子和梁子。（3）支架在架设时，跟中线施工的巷道，棚梁要垂直于巷道的中心线，禁止出现歪扭迈步现象。（4）平巷支架应垂直巷道的顶底板架设，倾斜巷道应有一定的迎山角（一般每倾斜100应有10的迎山角），禁止向下方倾斜。（5）支架在架设时，棚梁两端必须保持水平，禁止淋肩。（6）支架的零件必须齐全、有效，禁止砸掉腿子底垫板。（7）使用临时支护的临时控顶距离不得超过650mm。（8）每棚使用2对金属支拉杆，分别距离棚梁头700mm布置。（9）笆片铺严，塘材呈线刹紧，严禁架等劲棚。（10）架棚巷道爆破前迎头支架必须使用防倒器加固，半煤巷、岩巷10m，煤巷5m，即使用50mm的槽钢、特制的卡缆，两帮各一道（距离梁子头0.5mm处）连接成一整体，以提高支架稳定性。附表(表5) U形棚质量标准保证项目序号质量标准1支架及附件材质和加工必须符合有关标准规定2装配附件齐全，无锈蚀现象，螺纹部分有防锈油脂。3背板和充填材质、规格符合要求。基本项目项目标准合格优良1净宽4000mm-30+1000+1002净高2800m-30+100-20+1003水平巷道前倾后仰1（1m垂线不大于17mm）0.5（1m垂线不大于9mm）4倾斜巷道迎山角1不得退山0.5不得退山5撑（拉）杆、位置、数量2根在一个检查点不符合设计要求的不超过2处符合设计要求6背板塘柴安设排列位置、数量32根80%以上背板背紧背牢，位置和数量基本符合全部背紧背牢，位置和数量符合要求7柱窝深度200mm应到实底，深度30符合设计要求允许偏差项目1搭接长度350mm-402卡缆螺栓扭矩100N.m10%3支架间距550mm1004支架梁扭距1005卡缆间距250mm30第四节 装、运煤（岩）方式一、装煤（岩）方式：爆破后，执行“敲帮问顶”，找净活矸危岩，确保作业空间顶板有效支护，方可进行攉煤系统出货，人工装矸。二、运输方式煤，采刮板运输机和皮带机系统出货的方式；矸石采用矿车出货。三、设备选型 表6：施工设备一览表序号设备名称型号额定功率（KW）额定电压（V）额定电流（A）启动电流（A）台数1局 扇BDJ-NO6.730KW266022风 煤 钻ZMS6033风 锤YT-2444绞 车JD-11.411.466012.674.5多台5皮 带 机SSJ-6504046604529326刮 板 机SGW-40T406604528817电动潜水泵7.5660948.7528隔 膜 泵QOB-15N扬程58m吸程15m39信 号 综保ZXZ8-2.5660110注 水 泵5D-15/21第五节 管线吊挂及轨道铺设一、管线布置（见巷道断面布置图：图3）（1）水管采用2寸钢管，吊挂于巷道左帮距底板1.2m处；压风管采用2寸钢管，吊挂于巷道左帮距底板1.2m处；迎头风、水带和电缆应盘放整齐，煤巷、半煤岩巷距迎头不大于10m。（2）电缆吊挂于巷道左帮，动力电缆采用铁质4钩电缆钩吊挂，电缆钩间距2m，电缆钩底端距底板1.8m处；小型电缆吊挂于动力电缆上方0.3m以上的地方。（3）风筒采用800mm柔性阻燃胶质风筒，吊挂于巷道右帮上方。（4）轨道靠巷道左帮，偏离巷中布置，轨中距巷中0.5m，轨道采用15Kg/m，轨枕采用木轨枕，轨枕间距不大于1.0m；临时胶带机靠巷道右帮铺设。（5）巷道内风、水管路铺设，每3m一固定，风管每100m留设一“三通”，水管每50m留设一“闸阀”，“三通”加工长度统一为300mm。二、管线吊挂标准1、在水平巷道或倾角在30以下的井巷中，电缆必须用吊挂钩悬挂。2、电缆悬挂要平直，各电缆要保持平行，不能急起、急落。3、井下四小线（指照明线信号线监控线电话线）的管理作如下规定：（1）所有井下四小线的接线必须配置相应的接线盒，杜绝明接头和冷包头：（a）127V照明线和36V127V信号线，必须配用BHD40型防爆接线盒。（b）皮带机监控线及瓦斯监控线必须配用JHH5/602本安型接线盒。（c）电话线必须用胶木接线盒。（2）所有四小线与动力电缆敷设在巷道同一侧时必须与动力线分开吊挂整齐，且在动力电缆上方0.3m处。4、动力电缆与风、水管路在同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离，动力电缆严禁与瓦斯抽放管路同侧布置。三、轨道铺设标准：1、所有轨道应敷设平直，接头高低一致、平正，按设计轨道中心线铺设，枕木要放平，轨道和枕木要用道钉定牢。夹板、螺丝、垫圈等部件必须齐全紧固有效；上变坡点必须使用整体罗锅道，下变坡点必须使用整体踏弯道。2、轨道中心偏差设计值的50mm，临时轨道轨距误差不大于10mm，不小于5mm；轨道接头间隙不大于10mm，内错、高低差不大于5mm；两股钢轨应水平，准许误差不大于10。3、轨道铺好后，浮矸煤不超过轨枕上平面，浮离2mm。4、轨道铺设时，采用木轨枕，轨距为600mm，木轨枕规格为1200170170mm，轨枕间距1.0m，轨道铺设滞后迎头不超过30m。第六节 通风设计掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定分别进行计算，并必须取其中最大值。（一）、通风设计A、风量计算：1、按瓦斯涌出计算：Q=125qk =1251.061.7=225m3/min式中：Q-掘进工作面实际需要风量，m3/minq-掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，根据掘进工作面地质说明书,其煤层瓦斯含量8.88m3/t，该工作面日最大进尺10m，掘进毛断面11.9m2，煤容重1.45t/m3，计算出瓦斯绝对涌出量为1.06m3/min。K-瓦斯涌出不均衡的通风系数，取1.7。2、按掘进工作面同时作业的人数计算：Q=4N m3/min =430 =120m3/min式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数，取30人3、按风速进行验算：按最低风速验算：煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最低风量：Qmin15s，m3/min 2251510.8m2=162 m3/min式中：S-煤巷或半煤岩巷掘进工面的净断面积，为10.8m2。按最高风速验算：煤岩巷掘进工作面的最高风量：Qmax 240s， m3/min 225 24010.8=2592 m3/min式中：掘进工作面的净断面积，为10.8m2通过以上计算，选择掘进工作面需要风量225m3/min。B.局扇前配风量：以局部通风机实际吸风量计算:Q掘=Q扇Ii+15S=2501+ 910.8=347 m3/min式中：Q扇局部通风机实际吸风量，取250m3/min。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数。C局扇及风筒选型：1、通风方式：采用压入式通风2、局扇工作风量：Qf=pQ =1.1225=247.5m3/min式中：Qf-局扇的工作风量，m3/min；p-风筒进出风量比，一般取1.11.2；Q-掘进工作面实际需要风量，m3/min。3、局扇工作风压：hf=RpQf/60Q/60L/100 = 60247.5/60225/60560/100=5197.5pa式中：hf-局扇工作风压，pa；Rp-风筒百米风阻，NS2/m8，取6080 NS2/m8；Qf-局扇的工作风量，m3/min ；Q-掘进工作面实际需要风量，m3/min ；L-通风距离，m。根据以上计算，由局扇的工作风量、风压，工作面的风量计算，参照BDJ-型对旋风机主要参数以及通风距离，选用风机BDJ-（15 KW2）和配用电机。4、风筒型号：选用600mm阻燃风筒。D、局扇安装和风筒吊挂1、压入式局扇安装在-660车场 ，距离回风口不得小于10m,，启动装置应放在局扇吸风侧10m范围内。2、局扇要完好，辅助设备要完全，吸风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫，使用低噪音局扇。局扇必须垫高或吊挂（每台打设四根锚杆进行吊挂，锚杆采用18mm，长2m的等强螺纹锚杆，每根锚杆使用2节药卷），距轨道面或底板不小于0.3 m；局扇前后5 m内无杂物。局扇安装工作必须符合要求，否则通风区有权拒绝接风筒。3、应采用抗静电、阻燃风筒。应有一定数量的备用风筒，并上架管理。风筒有通风区派人实行编号管理。风筒吊挂平直，逢环必挂。风筒接头严密，无破洞；合理使用变径头、弯头；任何人不得破坏风筒。（二）通风、瓦斯管理1、使用局扇压入式通风，同等型号的局扇2台，一台作主局扇、一台备用局扇，主局扇、备用局扇安装断电自动转换装置。局扇设专人看管，任何人不得随意停开局扇。2、局扇因检修、停电或其它原因停风时，必须立即撤出人员，恢复通风前必须由瓦检员检查停风区域内的瓦斯，并按瓦斯管理规定处理，禁止擅自恢复通风。3、局扇必须设置“三专两闭锁”装置，主、备风机实现自动切换。4、风筒要做到逢环必挂，吊挂要平直，接头要严密，风筒距迎头的距离不大于5m，保证迎头有足够的新鲜风量。5、掘进工作面回风流的瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作，撤出人员，进行处理。6、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，采取措施进行处理。7、必须配备专职瓦检员随时检查瓦斯。8、班长以上的跟班干部、电钳工应随身携带便携工瓦检仪，发现瓦斯超限，立即停止作业联系处理。9、迎头便携仪悬挂在风筒的另一侧。（三）防尘1、煤巷实行一道喷雾，半煤巷两道喷雾，岩巷三道喷雾，并要保持正常使用。全断面喷雾距掘进工作面迎头不大于30m。巷道掘进必须采取湿式钻眼、冲洗巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装煤洒水、净化风流、以及个人防护戴口罩等综合防尘措施。2、距离工作面60200m设置防尘隔爆水袋，存水量不少于200L/m2，保证水袋数量齐全，水量充足。3、运输机各转载点喷雾完好，正常使用。第七节 安全监控的选型和管理制度监控设计1、监控系统型号： KJ90NA2、监测仪型号：KFD-3 ；安装地点：-660车场 3、甲烷传感器型号： KG9001C4、甲烷传感器安装数量；2台5、甲烷传感器安装位置： T1距掘进工作面迎头不大于5m；T2距掘进巷道回风流与全风压风流混合处1015m；6、掘进工作面甲烷传感器：报警点、断电点、复电点T1报警点1.0% 断电点1.0% 复电点1.0%T2报警点0.8% 断电点0.8% 复电点0.8%7、甲烷传感器断电范围：T1、T2断电范围：掘进巷道内及回风流中全部非本质安全型电气设备。安装监控的相关规定：1、安装断电控制时，施工单位根据断电范围的要求，必须提供断电条件并接通井下电源及控制线，供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关负荷侧。2、拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线，检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控停止运转时，须经矿主要负责人和安全监测管理部门主要负责人签字同意,并制定安全措施后，方可执行，并提前与通风区联系。3、井下分站应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室内，安装时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，并挂牌管理。4、监控设备安装后，由所在施工单位负责保管使用，如有损坏或发生故障应及时与通风区联系，以便及时处理，严禁私自拆卸。5、甲烷传感器由通风区监测工负责调校，每10天调校一次，调校时应使用工作气样。6、对需要经常移动的设备，如传感器、信号电缆在放炮前由现场瓦斯检查员负责按规定移动到安全位置，放炮后应及时恢复到正确位置。、信号电缆及电源电缆的敷设，传感器布置：1、监控设备之间必须使用阻燃电缆，电缆不应悬挂在风水管路上，不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物品。电缆与压风管、供水管在同一侧敷设时，必须敷设在管架上方，并保持300mm以上距离。信号电缆与高压电缆敷设在巷道同一侧时，距离应大于100mm。信号电缆与其它低压电缆之间的距离应不低于50mm。2、传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于0.3m，距巷道侧壁不少于0.2m，应安装维护方便，不影响行人和行车，并挂牌管理。3、电缆及信号线敷设图及甲烷传感器布置图（附后）。第八节 掘进工作面隔爆设施设计：1、安装地点：掘进巷道首排水棚与工作面的距离必须保持在60200m范围内。2、安装水量：V=200S=200 10 = 2000L式中：V需要安装水量，L； S巷道断面，m2； 200辅助隔爆水棚的水量不得少于200L/m2。3、安装个数：A=V/40= 2000 /40= 50（个）式中：A需要安装隔爆个数，个； 40每个隔爆袋容积，L；根据以上计算最后确定该巷道内的隔爆个数为50个。4、水棚的排间距应为1.21.3m，隔爆水棚的棚区长度不得小于20 m。5、隔爆水袋应横向（长边垂直于巷道走向方向）安装。6、水棚应设置在巷道的直线段内，距顶梁、两帮的间隙不得少于100 m m，距巷道的轨面不小于1.8 m；棚组内的各排水棚的安装高度应保持一致；水棚与巷道的交叉口、转弯处、变坡处之间的距离不得小于50 m。7、隔爆水棚必须进行挂牌管理，定期检查，保持完好。管理牌板应包括安装地点、巷道断面、水袋规格、安装数量、棚区长度、总水量、管理人、检查情况、检查日期内容。8、每周至少对隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求检查1次。9、隔爆水棚由通风区负责安装、移挪、维护、充水。10、不具备设置隔爆水袋的巷道（如巷道高度、宽度、长度受限时），必须设置水幕喷雾洒水、冲洗或清扫巷道等综合隔爆措施。第三章 劳动组织、循环作业图表及主要技术经济指标第一节 劳动组织1、工作制度及循环作业方式2、采用“三八” 工作制：即三个班，每班八小时工作制。3、采用单行作业方式表7 炮掘劳动组织图表工 种劳动定额需出勤人数第一班第二班第三班看局扇工33111支 护 工1815555运 料 工76333皮带机司机43111检 修 工76222刮板机司机33111清 理 工222打 眼 工66222班 组 长33111队 长1合 计6053191717第二节 循环作业图表为保证正规循环作业，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采取平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。表8 炮掘正规循环作业图表工 序作业方式 平行交叉作业 循环方式 单行循环 循环进尺 1.4m班次第一班（夜班）第二班（早班）第三班（中班）工时22242468101214161820交 接 班15分-准 备15分-打 眼60分 - -放炮通风30分 -安全检查15分- -临时支护15分-U型棚支护300分 -出 煤300分 -移 机 子60分 -备 用30分 -第三节 技术经济指标表9 主要技术指标项 目单位U型钢拱型棚（4.0m2.8m）巷道毛断面m211.9巷道净断面m210.8棚 距m0.55塘 材根/架32塘 材根/m58塑料编织网m/架10塑料编织网m/ m18.2卡 缆个/架4轨 枕m3/m表10 经济指标序号项目单位指标备注1在册人数 人602每班出勤人数人533出勤率%88.34循环进度m1.15效率m/工0.0256月循环次数个377月进度m408循环率%41第四章 生产系统第一节 运输系统1、出煤系统：317机巷660石门（煤仓施工好之后，直接进入区段煤仓，由出煤系统到地面）1轨道上山由出矸系统到地面。2、出矸系统：317机巷660石门1轨道下山中央集中轨道下山-200大巷副井车场副井地面。3、运料系统 地面副井副井车场-200大巷中央集中轨道下山1轨道下山上部车场1轨道下山660石门317机巷掘进工作面。第二节 供电系统317机巷（掘进）供电设计：一、设备配置：皮带机（40KW）一台、刮板机（340KW）三台、调度绞车（411.4KW）四台、水泵（25.5KW）二台二、供电方案：从-760变电所供660V电源，经-760变电所 -760变电所绕道 1轨道下山 -660车场 317机巷三、根据长期工作电流选择低压电缆截面：1、负荷统计：皮带机40KW，刮板机340KW，绞车411.4KW，水泵25.5KW，计216.6KW。动力总负荷：PN=403+40+11.44+5.52=216.6KW查表：取需用系数Kde=0.4，cosw=0.62、I=Sca /3U=144.4/（1.7320.66）=126.3A选择截面为370+125电缆其长期容许电流为215A126.3A合格。四、校验：1、灵敏度效验：短路电流：点d换长L1=（570+20+220）0.73+90+901.43=810m查表得两项短路电流为875A。KBZ-400整定 Iz1=216.61.1=238.3A取245AKBZ-400馈电整定为245AIz=406+176.61.1=434.3A K1=I（2）d/Iz1=875/434.3=2.01.5合格2、按电压损失校验：U1=KPL=(0.167400.09) 100%=0.6%U2= KX KPL=0.4(0.12896.90.09) 100%=0.5%U3=KXKPL=0.4(0.093153.80.22) 100%=1.3%U4=KXKPL=0.4(0.093205.20.02) 100%=0.2%U5=KXKPL=0.4(0.093216.60.57) 100%=4.6%U总=U1+U2+U3+U4+U5=7.2%10%，合格式中KX、K、P、L分别为需用系数、电缆每公里负荷损失百分数、功率、电缆长度。317机巷局扇供电设计：一、设备配置：对旋风机（215KW）二台、局扇自动切换开关QBZ-4120/1140（660）SF一台二、供电线路路径：从-760变电所供660V电源，经-760变电所绕道-1轨道巷-660石门317机巷三、根据长期工作电流选择电缆截面：1、I=P/3U=30/（1.7320.66）=26.2A选择截面为316+110电缆其长期容许电流为85A26.2A合格。四、校验：1、灵敏度效验：短路电流：点d换长L1=5203.12=1622.4m查表得两项短路电流为445A。KBZ-200整定 Iz1=301.1=33A取40A变电所里的KBZ-200馈电整定为40AK1=I（2）d/Iz=445/（156+151.1）=4.11.5合格2、按电压损失校验：U=KPL=(0.342300.52) 100%=5.3 %10%合格。式中K、P、L分别为电缆每公里负荷损失百分数、功率、电缆长度。第三节 压风系统：空气压缩机供风，4#钢管为主要供风管到各采区后，使用直径2钢管供应掘进头。 第四节 排水系统施工迎头用隔膜泵、电动泵排水，随着掘进施工采用多级排水。第五章 安全避灾第一节 灾害预防、处理1、爆炸事故发生 时的措施、一旦井下发生局部瓦斯爆炸，人员不准乱跑，由带班干部或班组长识别真情，把人员带到巷道口，在通过爆炸烟尘前，戴好自救器，用电话与调度室联系，等待命令。、一旦人员无法撤出，所有人员要背向爆轰波传播方向，向下爬在巷道底板上，迅速戴好自救器；待爆轰波过后，尽快撤离灾区，到安全地点等待救援。2、顶板事故的预防和处理、经常检查巷内顶帮及支护情况，发现问题及时处理；不能立即处理，必须将人员撤至安全地点，汇报矿、队值班人员。不安全地点严禁进人。、巷内一旦垮顶出路被堵，未堵人员要及时向矿调度室汇报，包括垮顶范围、被堵人数和位置，并积极进行抢救。、在进行抢救时，要安排有经验的老工人监视顶板变化情况，避免抢救人员受伤；抢救时，由处向里进行，抢救时必须支设临时支护。3、顶板来压预兆：托板压烂严重；顶板有“闷炮“声，巷道掉渣片帮严重；顶板破碎；顶板下沉离层有裂缝；打眼时卡钎。遇上述情况时，工作面必须停止工作，采取措施进行处理架设临时点柱、增大锚杆的支护密度、减少空顶距离、采取锚网支护等，遇危急情况及时撤离危险区。4、瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。5、发生火灾事故：井下发生灾害后，在矿山救护队及医护人员未到达之前，职工应迅速组织自救和互救，要迅速佩戴自救器，按照本工作区域的火灾事故避灾路线，撤至新鲜风流中直到地面。在撤离时要设法切断灾区电源。任何人发现井下火灾时，应视火灾情况，采取一切可能的办法直接灭火，控制火势，力争在火灾初期把火扑灭，并迅速报告矿调度所。火势较大，无法撤退时，应迅速进入躲避硐中（或进入临时构筑的避灾硐室）等候营救。 矿调度所在接到火灾报告后，要迅速核查入井人员、上井人员和被困人员的数量及被困人员姓名。应立即按火灾预防和处理计划的要求，通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。抢救人员在灭火过程中，必须指定专人检查有害气体情况，有害气体超限，必须立即从现场撤离灭火人员。然后，由专业人员实施灭火。第二节 安全避灾1、水灾避灾路线：（避灾路线图见后317机巷避灾路线图）掘进工作面或附近发生水灾时原则上就近路向上撤到安全地点，作业人员可按下列路线撤离：317机巷迎头 317机巷660石门1轨道下山1轨道下山上部绕道车场中央集中轨道下山 -200大巷 副井 地面。2、火灾避灾路线：（避灾路线图见317机巷避灾路线图）掘进工作面或附近发生火灾或瓦斯动力现象时就近迅速撤到新鲜风流巷道内，或逆风流方向迅速撤离到新鲜风流巷道内。作业人员首先要佩带好自救器，或用湿毛巾捂住面部，可按下列路线撤离：317机巷迎头 317机巷660石门1轨道下山1轨道下山上部绕道车场中央集中轨道下山 -200大巷 副井 地面。 第六章 安全技术措施一、顶板管理安全技术措施（一）、一般安全技术要求1、坚持交接班制度，各工种对现场的质量、设备、安全等存在的问题，未能处理的，必须在交接班