三采区运输大巷作业规程.doc

目 录第一章 概 况1第二章 地 质 说 明 书2第三章 支护说明书3第四章 施 工 工 艺10第五章 生 产 系 统13第六章 劳动组织与主要技术经济指标29第七章 安 全 技 术 措 施34第八章 突发事故应急预案及避灾路线61第九章 职业危害及预防67第十章 会 审 记 录69第一章 概况第一节 概述一、巷道名称、编制依据该巷为三采区运输大巷。三采区运输大巷掘进技术作业规程是根据煤矿安全规程、煤矿安全质量标准化标准技术科提供1：2000开拓方案设计平面图有关文件规定等编制的。二、掘进巷道用途该巷道，供运输、通风、行人、运料用，掘进时沿10层煤顶板掘进。三、巷道设计长度预计巷道工程量约为805m。四、预计开竣工时间 2010年2月7日开工，预计2010年4月25日竣工。五、施工方法钻眼爆破法和综掘机掘进施工，带式输送机和刮板输送机联合运输。6、 施工工艺 1、炮掘工艺：交接班安全检查打眼装药连线放炮除尘临时支护出煤矸打锚杆支护清理验收1、机掘工艺：交接班安全检查机械检修割煤退机、上临时支护打锚杆支护清理验收七、支护形式巷道断面形状为矩形，采用锚杆、网、梁、锚索联合支护。第二章 地 质 说 明 书第一节 巷道位置及井上下关系巷道开口位置在东运输上山9点处。沿10#煤层底板掘进，掘进方位为25度，三采区运输大巷设计长度为805m，为矩形断面。本掘进工作面总体地势东高西低，总体呈一西倾的单斜构造，倾角57，相应地面为季节性农田，对开采无影响，地面标高+910+1020m。第二节 煤层赋存特征本掘进工作面布置在石炭系太原组10号煤层中，该煤层赋存稳定，煤厚变异系数小，煤层结构较简单。煤质为瘦煤。围岩情况：老 顶：细粒砂岩。直接顶：砂质泥岩，有时为砂岩、泥岩互层。直接底：细砂岩，粒度均匀。老 底：砂岩及砂质泥岩互层，富含炭质。(附图2：工作面煤层顶底板综合柱状图)第三节 地质构造情况本掘进工作面总体地势东高西低，总体呈一西倾的单斜构造，倾角57度。第四节 预测或实测瓦斯、火、煤层情况 本矿为低瓦斯矿井，瓦斯浓度为0.16%，对掘进无影响。煤尘具有爆炸危险性，自燃倾向性等级为级，地温1517，顶压、侧压均不明显。 第五节 水文地质情况 工作面煤层直接充水含水层为石炭系上统太原组灰岩、砂岩含水层，该含水层赋水性一般较弱，预计正常涌水量25 m3/h。本工作面范围内地质条件较为简单，煤层总体呈一西倾的单斜构造，但工作面在掘进过程中也一定要坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，提前作好探水准备，完善排水系统，保证工作面正常掘进。超前探测过程中，每超前探测200m，掘进120m后重新进行钻探探测工作。建议及说明1、加强巷道工程质量管理。2、加强巷道顶板管理和一通三防管理。3、巷道必须做好排放水准备工作（临时水仓、水泵及管路等）。4、施工过程中，如遇地质问题，及时与有关单位联系，以便处理。附图1：三采区运输大巷设计平面布置图（比例尺1：2000）附图2：综合柱状图（比例尺1：500）第三章 支护说明书第一节 支 护 设 计一、支护方式: 锚网（索）支护二、巷道规格巷道名称面 积（m2）毛 宽(m)净 宽(m)毛 高(m)净 高(m)工程量(m)（毛）（净）三采区运输大巷13.6312.64.74.52.92.8805 该工程巷道断面形状为矩形。附：巷道断面支护图三、支护方式（一）、永久支护：该道顶部为锚杆+网+梁+锚索联合支护。巷道顶部打6根锚杆，锚杆间排距为850mm1000mm，顶部锚杆选用18mm、长2200mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢，锚固力不小于60KN，扭距力200Nm扭矩250 Nm，帮打3根锚杆间排距为1050mm1000mm，锚杆选用18mm、长2000mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢，锚固力不小于60KN，扭距力200Nm扭矩250 Nm；顶板靠近两帮锚杆沿铅垂线向两帮偏斜15，两帮最上部锚杆向上仰角15、下部锚杆向下俯角15；巷道顶部每根锚杆使用2根树脂药卷，帮部每根锚杆使用1根树脂药卷；锚索均选用15.24mm、长7200mm，强度等级为1860Mpa左捻钢绞线，沿巷道中线布置双排排，间排距1800mm3000mm，每根锚索使用4根树脂药卷，锚索预紧力不小于100KN，不大于120kN（30MPa）。（二）、支护质量要求：1、巷道净宽中线至一帮允许误差为0+100mm，净高允许误差为0+100mm。2、锚杆间、排距，允许误差为50mm。3、锚杆方向垂直于巷道周边,安装角度不小于80。；4、锚杆托板紧贴岩壁,不得松动。5、锚杆必须推到孔底，外露长度为10mm40mm。6、顶锚杆锚固力不得少于60KN，扭距力200Nm扭矩250 Nm；帮锚杆锚固力不少于60KN，扭距力200Nm扭矩250 Nm。7、锚索钢绞线必须推到孔底，尾段露出锁具150mm250mm，间距误差150mm。8、网子必须拉紧压实紧帖岩面，网与网压茬宽度在100mm200mm之间，联网材料应采用不低于14的双股铁丝联接，联接点间距不大于200mm。9、梯子梁吊斜为两梁头至后方巷道中线的距离差不得大于100mm。10、两帮要直、齐，不得有穿裙子现象。（三）、临时支护：1、临时支护形式：巷道临时支护使用3组，利用锚杆外露丝作为固定支点，套环使用18mm钢筋圆成略大于2寸钢管直径的圆环，并焊接与锚杆相配套螺丝帽和顶部锚杆形成吊环，使用4m长的2寸钢管穿入吊环内，每根钢管使用2个吊环，钢管使用方向与巷道方向相同，钢管上方用木板（长宽厚=180020030mm）护顶，木板枕在中间钢管压茬不小于0.2m，顶板较好时木板之间间隙不大于0.2m，顶板不完整破碎时必须用木板封严顶部。2、临时支护工艺、工序及要求：（1）、切割后（或够施工一排锚杆后），安排专人站在正式支护下，用长把工具进行敲帮问顶，找净险矸活石，确保无问题后人员站在永久锚杆支护下，挂联顶网。顶网联好后，在紧靠迎头的两排锚杆上上好吊环，施工人员及时顶起网，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢筋梯子梁，前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中线和间排距调整好梯子梁位置。穿前探梁时必须有人监护顶板和两帮，顶板维护好后，组织人员出煤岩，出完煤岩后由外向里逐排打注顶部锚杆。（2）、上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥，2人顶起网和梯子梁，2人前移前探梁。（3）、前探梁要窜到迎头，吊环要用木楔与钢管背紧。（4）、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打带帽点柱后方可继续施工。（5）、打顶部锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可先打其它锚杆，退出前探梁后在打剩余锚杆，必须所有顶部锚杆全部打完后在打帮部锚杆。（6）、当顶板严重不平无法使用前探梁时，可使用2组点柱配合木板梁扶走向棚子进行支护，一梁二柱。第二节 支 护 工 艺一、支护材料1、巷道顶板采用锚杆+钢筋梁+金属菱形网+锚索联合支护；两帮采用锚杆+金属菱形网+铁托板支护。2、支护材料及规格：支护材料必须有厂方提供的检验报告，下井前必须对其进行材质外形尺寸检查，不符合要求的严禁下井使用。 树脂锚固剂型号为MSK2350型，参数见表。类型特性凝胶时间（s）等待时间（s）参考搅拌时间（s）颜色标识CK超快8401060815红K快速4190901801525蓝Z中速911804802535白M慢速180备注在221C环境温度下测试锚杆：18mm左旋无纵筋高强度螺纹钢，长度为2000mm、2200mm尾部滚丝长度不小于100mm。铁托板：由1201208mm、的正方碟形钢板制成，中部开20mm孔；木托板：规格为300mm200mm50mm，中部开20mm孔；梯子梁：矿自制钢筋梯子梁，长4500mm、12mm钢筋焊制。金属菱形网：规格为5.0m1.2m。网格为50mm50mm。钢绞线：15.24mm、长7200mm；锚索托板：20020014mm的钢板，眼孔直径16mm，居于托板中间；锚具：OVM15-1型单孔锚具。二、锚杆支护安装工艺及要求（一）、支护工序：交接班安全检查机械检修、试车割煤退机、上临时支护打锚杆支护打注帮部锚杆并紧固清理验收（二）、锚杆安装工艺：1、打锚杆眼：（1）、首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼人员必须站在永久支护下进行作业，领钎认眼人员认好眼位后要迅速退到永久支护下，锚杆必须打一根注一根，不得将一排所有锚杆孔统一打完后在进行锚固。（2）、打眼前要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求，不符合时必须处理。（3）、打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm ,风钻钻头直径为30mm 。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。（4）、锚杆外露长度为10mm40mm,与岩面尽量垂直，夹角不小于80。打完眼后要用压风把眼内的积水、岩粉清理干净。（5）、打眼顺序：应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼，且一般以巷道中间向两帮依次施工为宜，一般不间隔施工。如果紧靠两肩窝的顶板锚杆眼设计向煤帮方向倾斜，一般靠肩窝的两个锚杆眼可以同时打，即用短钎子将两个眼打完，再换长钎子套打。（6）、开眼时应轻打，钻杆转速不宜过快，气腿推力不宜过大，当钻进孔眼30mm左右时，方可逐步加快转速，加大推力而进入正常钻孔作业。当岩石坚硬时，转速不宜过快，当岩石松软时，气腿推力不宜过大，必要时可用手镐辅助认眼。（7）、钻孔够深后，钻机要反复升落23次，以防孔内碎矸碴堵孔卡钻然后关闭气腿进气阀，调小出水量，减慢钻杆转速，使锚杆机平稳地带着钻杆回落。（8）、先用同规格的锚杆试探锚杆眼的深度，检查其角度和孔眼直径以及孔内是否有碎块，若不符合要求必须重新打眼。（9）、用上述相同的步骤打顶板和帮部其他锚杆。（10）、支护前将铁托板套在锚杆上，上好螺母，备好搅拌连接套筒。（11）、机子加载和卸载时，会出现反扭矩，但可把住摇臂，取得平衡，特别突然加载和卸载时，操作者更注意站位，合理把持摇臂把。禁止将钻机平置与地面，防止通气误操作气腿突然伸出造成事故。（12）、机子回落时，手不要扶在气腿上，以防气腿收缩挤伤手。MQT-85/2.2J型气动锚杆钻机技术参数：锚杆机型号MQT-85J2名称单位数据工作气压Mpa0.4-0.63空载转速r/min650失速扭距N.m200额定气压Mpa0.5额定转速r/min240额定扭矩N.m85耗气量M/min2.9-3.4推进力KN9.5冲洗水压力Mpa0.6-1.2噪声db(A)95钎尾六方尺寸mm19整机重量kg44-46-502、安装锚杆（1）、装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆孔深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。（2）、安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。此时安好连接头，启动锚杆机使之旋转，慢慢推到眼底，搅拌20s左右停钻，等待2分钟后退机。药卷固化前不得使杆体移位或晃动并摆正托板，7分钟后用扳手拧紧螺母，20分钟后测试锚固力。（3）、锚杆的托板要紧贴岩面，如岩面不平时，先用手镐找平，在安装锚杆。（4）、顶部锚杆的锚固力不得小于60KN，扭距力不得小于200N.m。（5）、正常时割窑最大控顶距为两排2m，当遇到特殊情况顶板破碎时，顶锚杆采用随掘随锚，即够一排锚一排，必须先锚顶后锚帮，顶部锚杆及时锚到迎头。正常时两帮锚杆滞后迎头不超过5排，当遇到特殊情况帮部折帮时，两帮锚杆必须及时锚到迎头。3、铺联网要求：顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网竖直铺设，网子必须拉紧压实紧帖岩面，网与网之间压茬宽度在100mm200mm之间，联网材料应采用不低于14的双股铁丝联接，联接点间距不大于200mm。4、锚索支护工艺及要求：1）、施工工艺：准备工作号眼打眼上药卷安装锚固钢绞线上槽钢锁具张力预紧。2）、支护要求：（1）、打锚索使用MQT-85/2.2J型风动锚杆钻机，打眼前先送水，后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁猛升造成造成钻杆折断。接、卸必须在钻机停止运转的情况下进行。（2）、锚索眼深7m，每眼使用4根树脂药卷，严禁随意截短钢绞线和少用药卷。（3）、锚索承载能力应在240KN以上，张拉预紧力为120KN（压力表读数达到30Mpa以上）。（4）、锚索应尽量与岩石层面或巷道轮廓线垂直，外露长度150mm250mm。（5）、炮掘时锚索施工滞后迎头不超过6m，如遇顶板节理发育、松软、压力大锚索必须紧跟迎头。（6）、机掘时锚索施工可紧随掘进机之后，如遇顶板节理发育、松软、压力大锚索必须紧跟迎头。（7）、锚索预紧时必须用专用锚索张拉预紧器。5、锚杆锚固力、扭距力检查：（1）、掘进中锚杆安装每小班跟班区长必须严格检查锚杆，监督锚杆安装工艺，每小班使用扭矩板手检查是否符合设计要求，并做好记录；对上一班施工的锚杆必须进行二次紧固，以确保锚杆螺母扭距达到200N.m以上，凡锚固力、扭距力达不到规定要求的失效锚杆当班必须进行补打。（2）、巷道每掘3050m，抽样一组锚杆（3根）做拉拔力试验进行检查。拉拔加载至锚杆设计锚固力的90%时，只要有一根不符合要求，再抽样一组（3根），再不符合要求，即定为工程质量不合格巷道，由矿总工程师组织研究锚杆质量不合格原因，并采取处理措施。第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法本掘进工作面沿煤层顶板掘进，开口采用人工打眼、爆破落煤掘进，掘进15米后采用综掘机掘进、带式输送机和刮板输送机运输。第二节 凿 岩 方 式一、机掘(一)、机掘施工方式1、设备配备EBZ-135型悬臂式掘进机1台。2、工艺流程：交接班安全检查机械检修、试车割煤退机、上临时支护打锚杆支护清理验收(二)、掘进机技术参数1、该巷道掘进机选用EBZ-135型悬臂式掘进机。该机的爬坡能力为15，可在岩石硬度f7的煤巷中掘进，在不移动机器的前提下，最大切割宽度5.3米，最大切割高度4.63米。2、机器外型尺寸：8.3m2.8m1.8m扒装宽度：2.8米 重量：约25T 总功率：135Kw截割头转速：23/46rpm 供电电压：660V3、 操作顺序开动油泵电机开动第二运输机开动第一运输机开动铲板驱动装置开动截割头掘进机切割岩壁顺序利用截割头上下、左右移动截割，可截割初步断面形状，如此截割面与实际需要的截割面有一定的差别，可进行二次修整。一般情况下，当截割较软的煤壁时，采用左右循环向上的截割方法。当截割稍硬岩石时，可采用由下而上、左右截割的方法。不管采用那种方法要尽可能地利用从上而下截割。当掘进柱窝时，将截割头伸到最长位置，同时将铲板降到最低位置向下掘，然后，在此状态下将截割头向回收缩，将煤岩拖拉到铲板附近，以便装载。附：掘进机切割路线图 二、炮掘施工方式 1、采用钻爆法破煤岩，打眼使用YT-23（7655）凿岩机2台，SMZ-Ra型煤电钻1台，安装锚杆使用MQT-85/2.2J型气动锚杆钻机；锚帮使用ZMS-30型风煤钻，风源来自地面压风机房，L132/200A型和L132/4L-20/8型空压机各一台，通过4寸及1寸管路输送到工作面。 2、钻爆工艺流程: 钻爆前准备打眼交检查瓦斯装药连线检查瓦斯撤人放警戒线爆破检查瓦斯及爆破效果洒水防尘、维护顶板上临时支护出煤矸打注顶锚杆打注顶锚杆 3、钻爆工艺要求：（1）、钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的支护，发现问题及时处理。（2）、必须依据中线在工作面按炮眼布置标定眼位。（3）、严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式打眼。（4）、爆破严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度。（5）、爆破采用先掏槽后刷帮压顶的方法，正向装药，串联式联线，使用二级煤矿许用乳化炸药。（6）、爆破前，班长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。每一警戒点安排2人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知，所有警戒点人员都通知后方可装药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒命令后才能撤离。第三节 爆破作业 一、采用钻爆法施工工艺。 二、爆破器材选用： 炸药：二级煤矿需用乳化炸药 雷管：15段毫秒延期雷管 总延期不超过130毫秒 发爆器：MFB100型 放炮线采用双芯铜线 封孔材料：水炮泥和黄泥。 技术要求：雷管出库前必须进行导通试验，装填封泥应先水炮泥，水炮泥剩余部分应用黄泥封实，封泥长度不得小于0.6米。三、炮眼确定：N=qsnl/dp=1.813.630.90.2（0.50.15）58（个）式中q：单位煤岩炸药消耗量取1.8kg/m3; S:毛断面面积n:炮眼利用率；d:装药系数；p:每块药卷重量；L：药卷长度4、 炮眼布置图（附后）5、 每循环装药量： 六、连线方式：串联。第四节 装 载 与 运 输一、运输设备SPJ650型带式输送机1部。二、运输方式及要求1、掘进机和带式输送机运煤。2、运煤过程中直径大于40cm的大块矸石必须打碎，各个转载点要洒水消尘。第五节 管 线 及 风 筒 敷 设1、在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。2、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水管路使用2寸铁管，供水管路使用2寸铁管，距工作面20m范围内使用1寸胶管。3、风水管路悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。4、各类电缆必须悬挂在电缆勾上，且每勾只准挂一根电缆，电缆高度不低于1.5m。5、风筒逢环必挂且不得漏风，风筒口到工作面不得超过5m。第六节 设 备 及 工 具 配 备设备及工具配备情况表序 号设备名称型 号单 位数 量备 注1局 扇JBT-52台2备用1台2胶带输送机SPJ650型部23刮板输送机液压马达XM36部14锚 杆 机MQT-85/2.2J台2备用1台5风 镐G10台2备用1台6煤 电 钻SMzRa台2备用1台7风 煤 钻ZMS-30台2备用1台8污 水 泵QBK15/22-2.2 台2备用1台9水 泵80-50-200台2备用1台第五章 生 产 系 统第一节 通 风一、通风系统（见图）1、通风方式掘进工作面采用压入式通风。风筒从风机接出后，经综掘皮带机巷接至工作面。风筒出口到工作面距离不大于5米。2、新风路线： 地面付井/主井南轨山上/南皮带机巷(风机位置) 东运输上山 三采区运输大巷迎头 3、乏风: 三采区运输大巷迎头 东回风上山南回风巷总回风巷风井地面4、通防科每五天进行一次风量测定。工作面环境温度不得超过26。通防科应经常检查掘进工作面进风风流中的空气成份，氧气按体积计算不得小于20，CO2不得超过0.5，其它有害气体不超过煤矿安全规程第100条规定。 二、巷道通风（一）、风量计算1. 按人数计算：（工作面迎头同时工作人数最多不超过15人，每人每分钟不得少于4m3风量），Q掘4N=430=120 m3/min 式中：Q掘掘进工作面需要风量4 每人每分钟供给的最少风量， m3/minN 迎头同时工作人数，取交接班时最多人数30人2.按瓦斯和二氧化碳涌出量计算根据相邻10309普采工作面回采时的实际CH4绝对涌出量为0.38m3/min、CO2绝对涌出量为0.53 m3/min计算，取CO2涌出量计算Q掘QCO2KCO2/C0.531.51%=80m3/min式中：Q掘掘进工作面需要风量QCO2CO2绝对涌出量，取0.53 m3/minKCO2 掘进工作面CO2涌出不均衡系数，取1.5 C 掘进工作面回风流中CO2允许 浓度，取1% 3、按巷道最低风速进行计算：Q掘min=VminS=1510.08=151 m3/min式中：Q掘掘进工作面风量， m3/min；Vmin最低允许风速，15m/min；S 掘进巷道的净断面积，10.08m2。由以上计算取该掘进工作面迎头的最大配风量为151m3/min，所以掘进工作面迎头风袋出口风量不得低于151m3/min。二计算局部通风机的吸风量1.局部通风机的吸风量计算Q吸Q掘P供151100（100-40010%）252m3/min。 式中：Q吸掘进工作面通风机的吸风量 P供风筒漏风系数系数。2.112千瓦对旋式局部通风机吸风量的确定根据井下实际测定，112千瓦对旋式局部通风机的吸风量为255 m3/min，故选择FBDN0.56型11KW2对旋式风机，配备800mm胶质双反边风筒（柔性橡胶阻燃风筒）即可满足掘进通风要求。三计算该掘进工作面的配风量Q掘配= Q掘实配+15S局=255+159=391 m3/min式中：Q掘配掘进面全压需风量，m3/min；Q掘实配局部通风机实际所需吸入风量，取255m3/min；15局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速，15m/min；S局 局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道净断面积，9m2。通过以上计算，本工作面所需全压配风量为391m/min，掘进工作面迎头需风量为151m/min。三、通风安全技术措施（一）局部通风1.局部通风机的开关安装在局部通风机附近，必须安装风电闭锁，风机停止运转时，工作面电源应做到自动切断，恢复正常通风后，采用人工复电；局扇通风管理控制风机的电器设备必须安装在风机的吸风口方向的进风流中。2.风机必须达到双风机、双电源，并能自动双向切换；3.通风机高度离地不低于0.3m；风袋出口距迎头不得大于10m；4.通风机设备完好，严密不漏风，有整流器、护罩；5.风袋应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制需吊挂在同一侧时，应挂在电缆的下方，距电缆不小于0.3m；6.风袋接头必须采用反压边连接，接头严禁漏风，吊挂平直，在拐弯处用弯头，严禁拐死弯，逢环必挂，环环挂紧；7.风袋应吊挂在巷道的上部或中部；8.通风机必须挂牌管理，责任到人。 9.迎头10m范围内风筒由综掘工区管理，其余由通防科管理。10.掘进面有计划停风措施（1）掘进工作面由于移动风机或改造线路，需要停风时，必须先事先编制停局扇申请单，经综掘区长、机电科、通防科、安全矿长、总工程师批准后，方可实施停风计划。（2）停风计划要严格按照申请单上所规定的时间、地点、监护人和安全措施执行。（3）停风前，当班电工必须检查各机电设备的完好状况，并切断电源，闭锁开关。工作面的作业人员要在区长的带领下撤出工作面，进入全压通风的地点，当班队干负责向调度室汇报人员撤退情况。（4）跟班区长负责在停风区外设置栅栏并悬挂“禁止入内”牌，指定专人在停风区外警戒，严禁任何人进入停风区域。（5）当班区长安排一名专职电工负责停送电，再安排一名专职电工负责看护局部通风机，两名电工都必须严格执行停送电制度，确保作业安全。（6）停风前，由当班区长负责将工作面内各个排水地点的水排干净，确保停电、停风期间不淹泵，必要时要将水泵抬高。（7）施工单位在停风时间内应抓紧施工，尽量缩短停风时间，完工后及时向调度室及相关部门汇报并通知当班区长。（8）送风前，要先检查局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度，不超0.5%时，方可人工启动局部通风机，向巷内供风。如果瓦斯浓度超限时，不准供风，必须向调度室汇报，并由通防科安排专人按照瓦斯排放的专项技术措施进行排放工作，当瓦斯浓度达到规定要求时方可送风。（9）风机启动后，送风10分钟后，瓦检员方可进入工作面检查掘进头内及回风流中的瓦斯浓度。进入时必须两人同行，一前一后，安瓦员在前，电工在后，两人相距5m。（10）只有当瓦斯浓度低于0.75%和CO2浓度低于1.5%时，其他人员方可进入工作面，当巷内各电气设备附近20m范围内，瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由专职电工按操作规程向各机电设备送电。11、非本队需求需要停风时，严格按照上级下发的停风安全技术措施和有关规定执行，所有人员都要听从调度室和通防科的安排。（二）、综合防尘1、防尘设施及管路系统说明（附图：防尘系统示意图）地面静压水池（500m3）副井（4寸）主干管路南皮带机道主干管（4寸）综采皮带机道（2寸）东回风上山迎头2寸）（1）、本掘进工作面分别用50mm钢管和1寸胶管接入工作面。工作面30m范围内使用1寸胶管，30m以外使用50mm钢管，敷设在巷道的右帮，每隔50m安设一个支管阀门，每隔300m安设一个闸阀。（2）、距掘进头30m内安设一道净化水幕，距回风口30m内安设另一道净化水幕，喷嘴逆风流方向成45，水幕能够覆盖全断面。（3）、掘进机要保证内外喷雾设施完好有效，割煤时正常开启喷雾降尘。（4）、各转载点必须设置喷雾，水阀要设在便于开关的位置，坚持出煤时开启，出完煤后关闭。（5）、防尘管应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制挂同一侧时，应挂在电缆的下方，距电缆不小于0.3m；（6）、管路安装平直，拐弯处用弯头。（7）、每隔50m安装一个洒水“三通”。2、防尘管理（1）、净化水幕要雾化良好，覆盖全断面，掘进头净化水幕要及时移进，保证距工作面距离不超过30m。（2）、转载点喷雾装置要雾化效果好，不能形成水线，喷雾必须覆盖于落煤点正上方。（3）、确保掘进机内外喷雾雾化效果良好。（4）、巷道冲洗：距迎头100m内每班冲洗一次；距窝头100m外每天冲洗一次；（5）、各运煤转载点前后20m范围内的巷道每班进行冲洗，避免煤尘堆积。（6）、防尘设施要有专人维护及管理，损坏时及时处理。（7）、水幕必须齐全完好，水门灵活，不缺手轮，各个接头、喷雾不漏水。（8）、必须实行综合防尘。如需放炮时必须坚持湿式打眼，使用水炮泥，放炮、装载前后应洒水防尘，放炮、喷浆时必须使用净化水幕，按规定进行清刷粉尘，确保巷道内无积尘，迎头工作人员应带防尘口罩。3.通防科每月进行两次粉尘浓度测定。（三）安全监控（见图）利用南轨移变六号分站，型号为KJ90N；瓦斯传感器型号为KJ9701A。供 电：中央变电所南轨大巷南轨移变（分站）传输线路：(传感器) 南轨移变（分站）西二巷东回风上山迎头(断电) 南轨移变（分站）东回风上山馈电开关断 电：东回风上山内一切非本安型电器设备1、瓦斯传感器的安设：（1）距迎头5m内安设一瓦斯传感器，距顶板不大于300mm，距侧煤帮不小于200mm，瓦斯传感器报警浓度为1%，断电浓度1.5%，复电浓度1%，断电范围：掘进工作面全部非本安电器设备；（2）掘进巷道距回风三角门10-15米处安设一瓦斯传感器，距顶板不大于300mm，距侧煤帮不小于200mm，瓦斯传感器报警浓度为1%，断电浓度1%，复电浓度1%，断电范围：掘进工作面全部非本安电器设备。2、便携式瓦检仪：矿领导、队长、流动电钳工下井必须佩带便携式瓦检仪，瓦斯浓度达到1%时报警。3、掘进机上配备机载瓦斯断电仪，瓦斯浓度达到1%时报警并自动断电。4、瓦斯传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。5、工作面瓦斯传感器要随掘进逐段向里延伸，延伸接线时各接头的接线按同色芯线相连。6、冲洗巷道时，严禁向监控设施洒水，以防损坏或误报警。（四） 瓦斯管理1.每班检查2次，每次巡回检查地点：（1）局扇吸风口前； （2）局扇及其开关附近；（3）距工作面50-100米的回风流中（4）距迎头20米处的风流中； （5）工作面；（6）综掘机转动部分。根据该掘进工作面变化情况随时调整检查点次。将几个点检查最高值作为填写牌板汇报记录，并将检查数据通知现场施工人员。2.瓦斯牌板距迎头保持在50m左右距离，认真执行“一管四”。3.风机在正常运转时，任何人不得随意停开风机，严禁任意停风、停电，因特殊原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，应检查瓦斯浓度，只有在巷道中的瓦斯浓度不超过1%，CO2浓度不超过1.5，开关及风机附近10m范围内CH4及CO2浓度不超过0.5时方可恢复送电，如瓦斯超限必须编制措施进行排放。4.如需放炮时要严格执行“一炮三检”，严禁在瓦斯超限下作业，当浓度超过1时，应停止煤电钻打眼，超过1.5时，应切断工作面电源，停止一切工作，并迅速撤出工作面所有人员。5.巷道中不得有瓦斯积聚，体积大于0.5m3的空间内浓度达到2时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。6.在该工作面内安装两台瓦斯传感器，迎头一台报警浓度为1，断电浓度1.5，复电浓度小于1，断电范围该工作面内一切非本安型电器设备，掘进工作面回风流瓦斯传感器报警浓度为1，断电浓度1，复电浓度小于1，断电范围该工作面内一切非本安型电器设备；确保仪器灵敏可靠，定期进行校验。7.每班必须正确吊挂好瓦斯传感器，挂牌管理。8.工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，立即停止掘进；工作面及其它作业地点、电气设备及开关附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并向调度室汇报，进行处理，待恢复正常后方可作业。9.工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。10.工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。11.因瓦斯超限被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可由人工复电。12.局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高CO2浓度不超过1.5 %，且局部通风机及其开关附近10m范围以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风，否则必须制定排放瓦斯或CO2的专项措施。13.临时停工时，不得停风，否则，必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并报告矿调度室。（五）防灭火（见图）利用二寸防尘管路作为消防管路（见防尘系统）1.防火设施（1） 静压水管每隔50m留一个消防栓，掘进工作面配备两节25m/节的消防软管备用。（2） 在胶带输送机机头、油脂存放地点附近、移变附近和工作面各配备2个灭火器，在胶带输送机机头、移变处各配备1个砂箱和2把专用消防锹，保证砂箱内有0.2m3的存砂。2.防火管理（1） 井下消除明火。（2） 使用阻燃胶带，胶带输送机托辊，连接管安设齐全，跑偏保护要有效使用，皮带跑偏时及时调整，各种保护装置齐全有效。（3） 井下电气设备必须隔爆，电缆悬挂整齐。（4） 电气设备保护齐全。（5） 井下严禁私自拆开矿灯。（6） 经常检查灭火器完好情况，保证使用有效，定期更换。（7） 移变附近周围5m范围不得堆放可燃物。（8） 严禁带电检修和搬运电器设备。（9） 加强对易燃物品的管理，严禁将废油、剩油泼洒在巷内，用过的棉纱、布、纸等必须放在盖严的铁桶内。（10） 任何人发现井下火灾时，应视火灾性质，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，并迅速报告调度室。同时，在现场的队长、安全员应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。（11）不论何种火灾，人员实在扑不灭或者产生毒气时，必须立即戴好自救器，迎着新鲜风流撤退，到了安全地点方可卸下自救器，并通知调度室，等候调度通知或沿避灾路线撤退。3.隔爆设施（1）水量计算：a.按每所需水量计算：每需水量200升，巷道断面积10.08，所需总水量为：L=20010.08=2016升。b.按隔爆水棚长度计算：隔爆水棚长度不小于20m，故取17排，排距1.5m，每排3只，共51只，每只水袋装水40升，总水量为2040升。c.隔爆水袋采用易脱钩的布置方式，挂钩角度605，弯钩长25mm，严禁用铁丝捆绑。（2）隔爆设施管理a.隔爆水袋要设专人负责，挂牌管理，保证隔爆水袋无破损、无短缺、无脱钩。b.随着掘进工作面推进，隔爆水袋要及时移动，保证首列隔爆水袋距工作面的距离在60m200m范围内。c.隔爆设施的管理人员至少每旬对隔爆水袋补充一次水，要始终保持隔爆水袋充足的水量。（六）防瓦斯煤尘爆炸安全技术措施1.风机实行“双风机、双电源”管理，保证主风机运行，辅助风机带电备用，一旦主风机停电，辅助风机立即切换启动，杜绝发生无计划停风事故。2.风机实行挂牌管理，每班指定专人负责，风机供电实行“三专两闭锁”，开关处悬挂专用设施标志牌，严禁无计划停电停风或随意开启风机。3.风筒出口到工作面不大于5m。4.因检修、停电等原因停风时，必须向调度室汇报，然后将人员撤出并切断电源，恢复通风前，必须先检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。5.如风筒脱节或破损漏风时，必须立即处理，保证工作面供风量。6.认真落实包机责任制，加强日常维护和检修，保证双风机双电源自动切换装置的完好，并做好相关记录。7.每周对双风机双电源自动切换装置进行一次定期的切换试验，并做好记录，不能正常切换时，要当场修复，决不允许带病运行。8.每班风机管理人员必须在班后向矿调度室汇报当班风机运转情况并严格执行现场交接班制度。9.严格瓦斯检查制度，工作面设专职安瓦员检查瓦斯，每班至少检查三次，严禁空班漏检。10.健全通风安全监测系统，按规定安设监测探头，矿领导、队长、流动电钳工下井必须配带便携式瓦检仪，监测装置应按规定定期校准和调试。11.防止明火，严禁任何人携带点火物品下井，井下严禁吸烟，严禁使用灯泡取暖和使用电炉。12.井下不得违反煤矿安全规程规定从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。13.完善电气设备的保护管理。14.工作面配备完善的喷雾降尘系统，巷道要按制度定期冲洗，防止煤尘堆积。15.严禁同时打开两道风门或长时间打开一道风门，风门附近5m内严禁堆放材料或杂物。16.工作面发生瓦斯超限事故，需要排放瓦斯时必须严格落实控制风量措施，严禁“一风吹”和高瓦斯浓度排放。采用分段排放瓦斯时，只有在排放段内的瓦斯浓度降到%以下、二氧化碳浓度降到1.5%以下时，方可进行下一段排放瓦斯工作。17.排放瓦斯前，凡是排放瓦斯流经的巷道和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘工作面、硐室等地点必须撤出全部人员，切断电源，并设专人进行警戒。18.排放瓦斯的局部通风机严禁循环风，排放瓦斯风流与全风压风流混合后的瓦斯浓度不超过1%。19.排放瓦斯必须制定专项技术措施。四 避灾路线（一） 避灾原则1.积极抢救灾害事故发生后，处于灾区内以及受波及区域的人员应沉着冷静，根据灾情和现有的条件，在保证安全的前提下，采取积极有效的方法和措施，及时投入现场抢救，将事故消灭在最初阶段或控制在最小的范围，最大限度地减小事故造成的损失。2.安全撤离当现场不具备事故抢救的条件，或可能危及人员的安全时，井下人员应想方设法迅速安全地撤离灾区。3.妥善避难如在短时间内无法安全撤退，遇险人员应在灾区内进行自救和互救，妥善避难，努力维持和改善自身生存条件，等待救援。（二）避灾路线1.东运输大巷发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时的避灾路线：掘进头东运输上山（东轨道上山）南轨道大巷副井地面2. 三采区运输大巷发生水灾时的避灾路线：掘进头东运输上山（东轨道上山）南轨道大巷副井地面（附图：工作面避灾路线图）（三）发生事故时的应急措施1.井下发生瓦斯、煤尘爆炸事故：（1） 迅速背朝爆炸冲击波传来的方向卧倒，脸朝下（有水沟的地方要卧倒在水沟侧，用湿毛巾捂住口鼻，用衣物盖住身体裸露部位。（2） 爆炸瞬间，要尽力屏住呼吸。（3） 迅速佩带好自救器并辨别方向。（4） 沿避灾路线，逆着风流方向走，尽快进入新鲜风流，离开灾区。2.井下火灾事故：（1） 马上切断电源（2） 用灭火器进行灭火（3） 向调度室汇报（4） 马上戴好自救器（5） 位于进风侧时要沿火焰相反方向撤离；位于回风侧时，顺风撤退。特别注意：戴上自救器撤退时，如果一氧化碳浓度大，就会呼吸困难，嘴发烫或被烧伤，这说明自救器正有效地发挥作用，绝对不能卸下自救器，并且要保持匀速行走，均匀呼吸，禁止奔跑。到了新鲜风流处方可卸下自救器。3.井下水灾事故：（1） 位于透水点上方：沿上山方向撤离。位于透水点下方：拽住管路等物体闯过水头，迅速撤离。（2） 撤离通路被水隔断时，要迅速寻找位置最高、离井筒或大巷最近的地点躲避。发出呼救信号：间断地敲打铁器或煤墙等。第二节 辅助运输系统运输系统：三采区运输大巷所用材料、设备等均由运输队由副井南轨道大巷东轨道上山三采区运输大巷，然后由支护工人工抬运至使用地点。料分类码放：材料运输至巷内后，将其在工作地点附近分类码放，挂牌管理。（附图9：运输系统示意图）第三节 供电系统及验算一、供电方案：三采区运输大巷为综掘机掘进，运输方式采用皮带运输，采用锚网支护，供电电压均为660伏，变电所设在10103采区变电所内。二、根据具体情况，设备布置见附图1：三、负荷统计：序号设备名称型 号额定电压(V)台数功 率(kw)1皮带机DSJ65/40/240660140*22张紧绞车660143风机660111*24掘进机EBZ1356601210合 计：316四、变压器选择:根据负荷统计表1、负荷统计：PN=316KW2、因为缓倾斜掘进机掘进，取Kx=0.5，COSPJ=0.7。则SBJ=KXPN/COSPJ=0.5316/0.7=225.71KVA故选用630KVA干式变压器可满足负荷要求。五、低压电缆选择：从供电图可知，干线带动负荷为：Pe=316KWIg=PeKX/(1.732UeCOS)=3160.5103/(1.7326600.7)=197.45A经查表知U370的电缆长期载流量满足要求,故选用U370的电缆为干线电缆。选择负荷线：对于40KW电机，则Ig=401.15=46A 经查表知U316的电缆长期载流量为85A46A, 可满足要求，根据我矿电缆储存情况，故