东三采区回风巷作业规程.doc

第一章 工程概况1、工程概况根据大水头煤矿东一采区开拓方案设计说明书、东一采区回风施工图，在东一采区回风平巷内，以1180回风石门与东一采区回风平巷中线相交实测导线点Dh向东55.000米（平距，中-中），开口施工东一采区回风巷，巷道方位及坡度：开口以方位2371937，坡度以+4向前掘378.603m，再以坡度+20向前掘进193.081m(平距、斜长205.473m），然后坡度以+4向前掘进23.820m时，东一采区回风巷施工到位。再以方位3041422，坡度以+4向前掘进32.125m（平距、中中）与边界上山（一）贯通，然后以方位3341422，坡度以+4向前掘进20.305m(平距、中中)时，与边界上山（二）贯通。开口见附巷道工程平面图。 2、工作面位置关系与四邻采掘关系（1）地面位置：东一采区回风石门位于F40断层以北，地表为基岩裸露的荒山沟壑区、农民耕种的旱田沙地,主要以旱田沙地为主。（2） 井下位置及四邻采掘情况：东一采区回风石门东以东部煤层井田边界线与魏家地煤矿相接，南至南部煤层井田边界线，西至东203开切眼、边界上山及1180回风石门，北至东103工作面回风顺槽。（3）工程用途：通风、运输、行人。（4）服务年限：东一采区回采结束。附巷道布置平面示意图（图1-1）工程设计数量、参数一览表 表1-1巷道名称工程量煤岩类别后期 工程量段号方位平距（米）斜长（米）坡度备注东一采区回风 378.603m岩/煤2371937378.603m378.603m4193.081m岩/煤2371937205.473.m205.473.m+2023.820m岩237193723.820m23.820m432.125m岩304142232.125m32.125m420.305m岩334142220.305m20.305m4第二章 地质说明书第一节 施工巷道围岩特性1、 煤层顶底板情况：见煤层顶底板明细表。附煤层顶底板明细表（表2-1） 煤层顶底板煤层类别岩石名称厚度(m)主要岩性特征（含水性）一层煤顶板伪顶炭质泥岩3.2灰黑色、片状、鳞片状。直接顶砂质泥岩12.7灰色，下部含铝质，有滑感，上部含砂质，致密，块状，坚硬。老顶粗砂岩9.8灰白色，成分以石英为主，长石此之。底板直接底细砂岩6.5浅灰色，含白云母碎片。老底粗砂岩7.5灰白色，成分以石英为主。区内变化情况一层煤在有些区域没有炭质泥岩伪顶存在，直接与直接顶铝质泥岩接触。铝质泥岩越向上部铝质成分减少，并逐步过渡为泥岩。一层煤的老顶实际上是含水层。2、煤层特征 一层煤在东一采区回风巷范围内均匀有分布，顶煤厚在4.2m。从整体来看：工作面内煤层的厚度变化不大，造成这一煤层赋存特点的主要因素是受DF8、DF9及F40大断层应力牵引揉搓作用，煤层发生塑性流变所致。 受断层应力作用，西二采区回风巷范围内煤层破碎，裂隙发育，易发生抽冒，掘进期间必须加强顶板管理，搞好巷道支护质量。附煤层特征明细表(表2-2)煤 层 特 征 明 细 表 表2-2项目参数项目参数含煤地层Jzy正常涌水量（m3/min）0.05煤层编号一层煤地温（.C）正常地区煤层平均厚度（m）6.5煤层结构简单煤层倾角（）4-8煤层稳定程度稳定夹矸层数1变异系数46.2%夹矸厚度（m）0.53.5普氏系数（f） 0.7瓦斯绝对涌出量（m3/min）13容重（t/m3）1.41瓦斯相对涌出量（m3/t）6.68自然发火期（月）36二氧化碳含量（m3/min）0.9煤尘爆炸指数（%）39.24最大涌水量（m3/min）0.5可采指数99%煤质水份灰份挥发份固定炭发热量含硫量含磷量工业牌号1.58%16.38%32.30%6416卡/克0.87%0.019%弱粘结煤3、综合柱状图（表2-3）东一采区煤系地层综合柱状图系组柱 状层厚岩 石名 称岩 性 描 述. . . 5.0m粉砂岩灰、紫红色，上部粒度较小，为砂质泥岩。. 。. 。. 。. 。.。. 。. 。. 。. 。6.9m含砾粗砂 岩 灰白色，含煤、岩碎片及黄铁矿晶体。J2x9.8m泥 岩灰色、紫红色等杂色，松软，具可塑性，团块状构造，夹薄层砂质泥岩。 9.8m细砂岩灰白色、成分以石英为主，含白云母碎片。 12.7m铝质泥岩 灰色、松软，具可塑性，底部含铝质。3.2m炭 质泥 岩灰黑色，含炭质、铝质，块状结构。59m一层煤黑色，以半亮及半暗型为主，沥青光泽,有黄铁矿薄膜及结核，硬度中等，多为末状。 6.5m细砂岩 灰白色，含煤及白云母碎片，坚硬。 7.5m粗砂岩灰白色，成分以石英为主，含白云母碎片。TT3n. . . . .5.1m粉砂岩 灰黑色，含煤、白云母碎片及煤线。 细砂岩灰黑色，具水平层理。第二节 地质构造由于东一采区回风巷区域范围仅南部有小面积的三维地震勘探资料，剩余区域只有勘探钻孔资料，故资料来源比较单一。附工作面地质构造表（表2-4）。工作面地质构造表 主要特征及影响范围东三采区煤系地层总体构造形态为向南东倾覆的单斜构造，区内主要以断层构造和小褶曲构造为主。受断层应力作用，区内煤层厚度变化较大，在224米之间，断层构造还导致该区域内煤层及其顶底板岩石破碎，该资源开采带来加大影响。根据三维地震勘探资料，该区域没有发现股河床冲刷情况。东三采区共有断层构造8条，主要以逆断层构造为主，这就是造成该区域煤层厚度变化较大的原因，断层附近煤层受挤压应力叠加堆积变厚。编号构 造 性 质产状（褶曲轴面）实见位置及控制情况走向倾向倾角落差DF34正断层N40WSW551029m钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。DF35正断层N10WW40020m钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。DF36逆断层SNW52033m钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。DF37逆断层EWN46012m钻孔勘探及三维地震勘探控制断层。DF38逆断层SNW1909m三维地震勘探控制断层。DF39逆断层N38WSW3004m三维地震勘探控制断层。F40正断层N34WNE35015m三维地震勘探控制断层。DF41逆断层N60WEN58038m三维地震勘探控制断层。第三节 水文地质条件本区气候干旱，年降雨量远小于蒸发量。煤层之上有、及第四系三个含水层，且井田地表有雨季沙河，据相邻的中一采区工作面开采观察，由于放顶煤开采对顶板的破坏性较大，故开采后两个含水层水将进入采空区本采区充水主要来源于、两个含水层，同时井田地表有雨季沙河。开采后地表塌陷会疏通各含水层及雨季时期沙河水流，给工作面安全回采带来较大威胁。同时本区西部层有郭城小煤矿开采，由于小煤矿开采资料不清，小煤矿开采后采空区积水及有害气体是该区域开采的主要危害，必须制定专门的治理措施。第四节 瓦斯、粉尘及其它情况1、瓦斯：该区域属高瓦斯区域，为未开采区域，在原始煤层中掘进，故瓦斯相对涌出量仍然比较大。2、煤尘：煤尘具有强爆炸特征。爆炸指数34.48 3、煤的自燃：煤层自然发火期3-6个月，但也有21天的发火历史。属自燃煤层。4、地温、地压：均属正常地区。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面1、巷道断面形状及断面尺寸巷道断面形状为半圆拱形，东一采区回风巷掘进宽度为4600mm，净宽度为4400mm，掘进高度为3700mm，净高度为3600mm，掘进面积为14.69m2，净断面面积为13.75m2。2、巷道特征表（表3-1）第二节 巷道支护及工程质量1、 支护方式：采用锚网、锚索、喷浆联合支护。支护参数及材料规格：东一采区回风巷巷道断面形状均为半圆拱形；采用锚网、锚索、喷浆联合支护，顶部及帮部均使用222600mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根顶锚杆使用1节S2360型和1节Z2360型树脂药卷锚固，每根帮锚杆使用2节Z2360型树脂药卷锚固；出现断层、煤岩交界处锚杆间、排距为700800mm，煤质较好或岩巷时，按照800800mm按矩形布置。巷道全断面挂金属网，锚杆托板均使用不规则铁托板加12512512mm小铁托板。锚杆螺帽均使用快装螺母加半球垫加减磨垫片进行快速安装,锚杆预紧力不小450N.m。每隔4网（3.2米），在巷道顶部正中施工一根17.87000mm深的锚索进行加强支护，每根锚索采用4节Z2360型树脂药卷锚固。锚索托板使用30030080木托板加20020016铁托板，中孔直径20,锚索预紧力不小于30MPa。全断面喷浆封闭，喷浆厚度50。当工作面顶板破碎、遇断层构造带时锚杆间排距缩小至700700，并增打顶锚索，顶锚索间距2.4米，以加强支护，并由技术副队长补充相应安全技术措施，审批贯彻后实施。附支护参数表（表3-2）支护参数表 表3-2锚索、锚网、喷浆联合支护喷浆 厚度（mm）顶锚杆帮锚杆（mm）排列方式锚杆间排 距（ mm）外露 长度（mm）锚 固 剂长度（mm）直径（mm）长度（mm）直径（mm）260022260022矩形8008002070S2360S286050附巷道断面支护示意图（图3-1、3-2） 东一采区回风巷锚杆布置图：2、工程质量：、地测部门标定施工中腰线，每组线不少于3个点，距工作面不得超过30m，巷道必须严格按照地测部门标定的中线沿煤层顶板施工，发现中线有问题时，必须立即与地测部门联系，重新标定。、按设计断面画轮廓线施工，并标注锚杆眼位置，中线到两帮的误差不得超过100mm，巷道最大超挖量不得超过150mm，巷高误差为+200mm。、当巷道掘进30m后，安装一台激光指向仪，固定牢靠，以便于施工。、工程质量达优良品，优良品率达100%。、锚杆间、排距误差为50mm，锚杆与巷道轮廓线夹角为9015，外露长度2070mm。、金属网搭接长度保持在3050mm范围内，且紧贴帮、顶，无松弛，无掉包现象，联网扣数不得少于11扣/m，底角锚杆必须按-150三花布置施工在两网茬子中间，两底角严禁出现“赤脚、穿裙”现象。、锚杆必须按规定做锚固力试验，帮、顶锚杆初期锚固力均达7T，终期锚固力达10T。、托板安装要求：紧贴煤（岩）面，不得有贴顶、贴帮不实和托板松动现象，顶、拱、帮部锚杆螺母扭距不小于450N m。、喷体要求：喷浆后墙面及顶部必须平整，喷厚必须达到50mm，砂浆按配合比均匀配制，标号不低于100#，喷浆前先挖底角，冲洗帮、顶，然后先墙后顶进行喷射，保证基础达到100mm，尤其是风筒背后及底角的喷厚必须达到设计要求。喷浆回弹及时清理，以保持巷道的整洁。、质量验收：验收员严格按标准验收，按照掘进巷道“十条线”管理，并认真填写好验收台帐，技术队长做好矿压观测，并将收集的数据上报生产部。同时做好隐蔽工程记录和素描工作。施工过程中必须加强巷道顶板下沉量及两帮移近量的观测，及时向生产部反馈有关信息。、材料、设备、工具分类存放整齐，挂牌管理，浮煤必须清理干净，保持巷道清洁。3、材料消耗（表3-3）说明：如果支护参数变化，材料再另做计算。第三节 巷道设施布置根据施工需要，巷道内需布置风筒、压风管、供水管、排水管、瓦斯抽放管、电缆线、通讯线、监测线、输送机等，考虑其安全、合理、文明生产等因素，在巷道内具体布置如下：1、 风筒：采用600mm柔性胶质抗静电风筒，布置在巷道右拱形处，必须吊挂平直，缝环必挂，无破口漏风现象，转弯处用铁弯头过渡，避免死弯。出风口距离工作面不大于5m，以工作面瓦斯不超限，煤尘不飞扬为宜。2、 供水管、压风管、排水管、瓦斯抽放管、注浆管等布置在巷道右帮，供水管、压风管采用4寸焊管，排水管钩采用2寸焊管，瓦斯抽放管采用5寸焊管，注浆管采用6寸焊管，管路安装必须使用管钩，每5 m施工一个管钩，管钩为5钩，用20螺纹钢加工，打注221200mm螺纹钢锚杆锚固，从上往下依次为供水管、压风管、排水管、瓦斯抽放管、注浆管，管挂钩最低处离底板1.6m，管路吊挂平直，刷漆编号，风、水无跑、冒、滴、漏现象。3、 电缆（动力、监测、通讯、信号）：动力电缆由东一采区变电所东一回风移变馈电开关各设备开关各设备；监测、通讯线进入掘进工作面。电缆均敷设在巷道左帮，必须使用电缆钩悬挂，电缆钩间距为1.5m，上下两头铁丝可靠固定。要求各线路干净整洁，无浮尘。动力电缆在最下一钩，且距离巷道底板1.8m，垂度不大于100mm，其他缆线在上方，其中检测电缆和通讯电缆与动力电缆的距离不得小于0.3m，电缆接线盒必须可靠悬挂在适当位置，严禁在电缆上挂其他东西。4、 轨道铺设：轨道从东一采区回风大巷与东一采区回风石门巷交汇处设道岔转弯，以利于东一回风大巷出煤、出渣、进料。道轨偏向巷道左帮铺设，采用24kg/m的钢轨，枕木（长宽厚1200160140mm）间距为800mm（中中），在轨道接头处必须铺设枕木，轨道间距600mm ，要求铺设平直，扣件必须齐全、牢固，与轨型相符。轨道接头间隙不大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm，无杂拌道，枕木间距偏差不得超过50mm，轨枕下应捣实无松动现象，且外露达到轨枕的1/3。轨道中心线距巷道左帮为1000mm，距巷道中心线为700mm。5、 刮板输送机铺设：巷道开口10m后铺设刮板输送机，刮板输送机靠巷道正中稍微靠左铺设，铺设要平直，溜槽接头应紧密，搭接无台阶，链条张紧适度，避免过紧或过松，防止卡链或底链脱槽，机头、机尾打双地锚固定。6、 胶带输送机铺设：巷道施工100m后拆除刮板输送机，安装一台胶带胶输送机，带输送机靠巷道左帮铺设，胶带输送机中心线距巷道中心线800mm,距巷道的左帮1500mm.必须铺设平直，构件齐全牢固，机头机尾打222600mm双底锚进行固定，安全保护装置齐全、灵敏可靠。附巷道设施布置图（图3-3） 第四节 围岩变形及支护质量监测巷道施工过程中，加强安检员现场监督检查力度，用力矩扳手逐根检验锚杆的支护质量，不合格的锚杆必须及时补打。开口前，必须对开口点前后10m范围内的巷道顶部补打222600的螺纹钢锚杆进行加固，锚杆间排距为800800 。巷道开口后，及时安装顶板离层仪，并每隔20m设置一组矿压观测点，进行巷道顶板下沉量及两帮移近量的观测，按要求及时向生产部汇报观测数据。在巷道开口交岔点处安设一个顶板离层仪，在掘进过程中每100m安设一个，并悬挂观测记录牌板，按要求及时收集数据，做为基础技术材料来保存。第四章 施工方式第一节 设备配备根据工作面情况，在施工过程中需要刮板输送机（开口段）、胶带输送机、锚杆钻机、风钻、风动扳手、耙斗、喷浆机、除尘风机、绞车、局部通风机来保证正常施工，如遇岩巷掘进时，还需要配备耙斗装岩机和风钻。附设备配备表（表4-1）设备配备表 表4-1序号设备名称单位数量型号功率备注1风 钻台2YT28风动岩巷段使用2耙斗装岩机台1PB-6017KW岩巷段使用3顶锚杆钻机台2MQT-130/3.2风动4帮锚杆钻机台2MQTB-80/2.0风动5喷浆机台1转子型4.5KW6刮板输送机台1SGW40T40 KW开口段使用7胶带输送机台1SPJ-800/5555kw8除尘风机台1KSL-175ZL4.5KW9风动扳手台2BK-42风动10绞车台1JHMB-14 14KW11局 扇台2FBD6.328KW第二节 施工方式1、掘进方式：采取钻爆法掘进。2、运煤、渣方式开口10m段工作面的煤由侧装机配合人工装车，10米后安装40型刮板输送机,由侧装机配合溜子人工装矿车，掘100m后安装1台胶带输送机煤巷由侧装机配合人工装车，岩巷由耙斗将岩石耙到皮带输送机配合人工装车。施工工艺1、 炮掘1）、工艺流程：交接班-敲帮问顶-扒工作面渣-延伸中腰线、画巷道轮廓线-标注掏槽眼、辅助眼、二圈眼、周边眼等炮眼眼位，打上部炮眼-二次扒渣-核查下部巷道轮廓线、标注下部炮眼眼位、打下部炮眼及补帮锚杆-检查瓦斯-装药联线-检查瓦斯、洒水降尘、放炮-通风、检查瓦斯、洒水降尘-敲帮问顶、扒装渣-标注锚杆眼眼位-支护-自检。（1） 交接班：接班人员进入工作面，由班长、跟班队长共同检查工具设备、围岩、支护、通风、瓦斯、中腰线等情况。（2） 画轮廓线：根据中腰线点检查中腰线，再根据检查后的中腰线按设计断面画轮廓线。（3） 打上部炮眼：按炮眼布置图标定炮眼位置，再根据施工要求打眼，严禁继续加深残眼。（4） 打下部炮眼。按炮眼布置图标定炮眼位置，再根据施工要求打眼。（5） 装药放炮：由专职放炮员，按爆破说明装药、联线、放炮，班组长进行适当的协助工作。（6） 通风、防尘：放炮后等炮烟散尽，瓦检员检查瓦斯，确认瓦斯正常后，方可进入工作面洒水降尘。（7） 敲帮问顶：由班长或有经验的老工人，用长柄工具将巷道顶帮的浮煤、矸捣落。（8） 支护：正前人工攉煤形成锚杆钻机作业、挂网等作业平台，其宽度不小于1.5米（达到1.5米即可），高度不低于2.5米，平台未形成，严禁施工锚杆等作业。首先打注巷顶正中锚杆，并挂网紧固，做为临时支护，再由验收员按设计锚杆间排距用喷漆点好眼位，然后用锚杆钻机根据锚杆长度打好眼孔，按规定装药卷，安装锚杆，然后挂网，及时紧螺帽，最后打注帮部锚杆、挂网。（9） 装运煤（岩）：将工作面的煤（岩）用侧装机、耙斗装岩机装运到刮板输送机(胶带输送机)配合人工装车运走。（10） 自检：清理工作面，整理工具，给下一循环创造条件。2）、爆破说明书（1）爆破条件（表4-2） 序号名称单位数量1煤岩石普氏系数f12 462掘进面积M214.693炮眼深度M1.2、1.04炸药、雷管15段矿用毫秒雷管、3#矿用乳化炸药（2）炮眼布置掏槽眼：采用三对楔形掏槽，掏槽眼排距0.5m，成对掏槽眼眼距1.8m，眼底距离0.2m，与工作面夹角70，布置8个。辅助眼：布置29个。周边眼：根据光爆要求，拱顶帮眼眼距为300mm，共布置27个。底眼及底角眼：眼距为500mm，共布置11个。（3）装药量掏槽眼：每眼装4卷，480.15=4.8Kg辅助眼：每眼3卷，2930.15=13.05Kg周边眼：每眼装3卷，2730.15=12.15Kg底眼及底角眼：每眼装4卷，1140.15=6.6Kg每循环装药量为36.6Kg，雷管75发。（4） 装药结构：均采用单向雷管正向装药当岩石松软不易控制时，周边眼采用毫秒雷管单段空气柱不偶合装药结构。（5） 联线：串联一次爆破。根据预期爆破效果随时调整各眼的装药量，以达到光面爆破效果即周边眼的炮眼残痕率达到80%。预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%80炸药消耗量Kg/ m 32.49每循环进尺m0.8雷管消耗量个/ m 35.1每循环爆破岩体m 314.69每米炸药消耗量Kg/ m45.75每循环炮眼总数m75每米雷管消耗量发/ m93.75眼号眼名眼数个眼深M每眼装药量小计起爆顺序联线方式卷数个长度M重量Kg充填长MM卷数个重量Kg18掏槽眼81.241.20.9600324.8串联937辅助眼291.031.00.756008713.053864周边眼271.030.60.456008112.156575底眼111.241.00.75600446.6合计7524436.6说明每循环炸药消耗量为36.6Kg，雷管75发（2） 炮眼布置图：2、班组长和跟班队长对上一班的工程质量进行详细的检查，发现问题必须立即进行整改，整改完毕后方可进行生产。生产过程中要确保本班施工的工程质量，为下一班做好服务工作。3、临时支护：在巷道顶部及时施工两根锚杆并挂网，及时紧固作为临时支护。4、永久支护：临时支护之后的锚网、喷浆，以及锚索加强支护。第五章 生产及辅助系统第一节 运输系统1、运渣路线：工作面的煤岩由侧装机、耙斗装岩机40型刮板输送机、胶带输送机装矿车东一回风石门 东运输大巷1180运输石门副井地面。2、运料路线：地面副井1180运输石门 东运输大巷 东一采区回风石门东一采区回风巷工作面。附运输系统图（图5-1）东一采区回风巷运输系统图 图5-1第二节 供电系统供电经东采区变电所高开630kVA移变东一采区回风 再供给配电点馈电开关（总开关），再依次分别供给耙斗机、刮板输送机、胶带输送机、喷浆机、照明信号综保开关。附供电系统图（图5-2） 第三节 通风、降尘系统采用局扇压入式通风，风机安装在东运输大巷的新鲜风流中，新鲜风流经风筒进入工作面。新鲜风流：地面主、副井1180运输石门 东运输大巷风机 东一采区回风石门工作面。污风流：工作面东一采区回风东一采区回风石门 边界回风上山地面。1、风量计算（1）按现场最多工作人数计算（交接班时人员最多，为22人）：Q=4N=422=88m3/min（2）按CH4绝对涌出量计算：Q=100QCH4K=1001.51.6=240m3/min；式中：QCH4绝对瓦斯涌出量（掘进经验值）, m3/min；K瓦斯涌出不均衡系数,一般取1.6；（3）按允许最低风速计算：煤巷掘进允许最低风速为0.25m/sQ=VS=0.256010.23=153.45m3/min（4）按炮掘一次爆破最大炸药消耗量计算： Q=25A=2510.05=251.25 m3/min式中：A每次爆破最大炸药消耗量(计算见爆破说明)根据以上计算取最大值Qmax=251.25m3/min。（5）风速验算：V=Qmax/S净251.25/60/10.230.41m/s；因为0.25 m/sV4m/s故符合规定。2、局扇的选择（1） 选用600mm柔性胶质阻燃风筒。（2） 选择局扇风量计算Q局=PQ=1.2251.25=301.5m3/min其中：P漏风系数 Q计算最大风量（3）风筒通风阻力计算600mm风筒百米风阻为2.37千缪，568m长风筒风阻为 R=2.37L =2.375.68=13.46(千缪)式中: L最大通风长度（4）局扇的全风压，风筒距离取全长时P静9.8RQ局Q9.813.46301.5/60251.25/602775.633Pa； P速=1/2PV2=0.51.2(251.25/603.140.32)2=0.84PaH全= P静+ P速=2775.633+0.84=2776.473Pa式中P空气密度，取1.2Kg/m3 r风筒半径 根据以上计算，应选择FBD6.3型风机一台，该机参数为：吸风量250390m3/min，全负压686.73139.2Pa，转速2900r/min，电机功律37kw。局部通风机实现“双风机双电源,自动切换,自动分风”。附通风系统图（图5-3）东一采区回风巷通风系统图 第四节 压风、供水、排水系统压风、供水在东采区运输大巷内压风管和清水管上配置三通供给，直接进入东一采区回风巷。供水管接续时每隔50m必须设一个三通，以便于降尘，巷道开口位置设置一个三通，以便于安设输送机机头喷雾。工作面积水由潜水泵排到东一运输大巷水沟内。附压风、供、排水系统图（图5-4）东一采区回风巷压风、供、排水系统图 第五节 通讯系统在巷道口设一台电话，另设一台电话随着掘进工作面的延伸而前移，距离工作面不能超过30m。附通讯系统图（图5-5） 东一采区回风巷通讯系统图 图5-5 第六节 安全集中监测系统距工作面小于5m处设置瓦斯传感器，报警浓度和断电浓度0.8%，距回风口1015m处设置瓦斯、CO、温度、烟雾和风速传感器，瓦斯传感器的报警浓度和断电浓度0.8%，复电浓度0.8%。附安全监测系统图（图5-6）东一采区回风巷安全监测系统 第六章 劳动组织及技术经济指标第一节 工作制度及劳动组织序号工种早班中班夜班合计1喷头工222筛子工113上料工444绞车工11135支护工444126耙岩机司机11137装碴运料工33398溜子工11139维修电钳工61710班组长222611跟班队长311512小 计21211355炮掘劳动组织表采用边掘边准的“三八”制作业方式，检修、喷浆工作穿插其中；坚持正规循环作业，做到一次成巷，实现多工序平行作业。 第二节 正规循环作业图表炮掘循环进度表 表6-3 第三节 经济技术指标炮掘经济技术指标表 技术经济指标表 表6-5序号项目单位数量备注1面积M2净14.28毛15.332每班循环个数个13循环进度M1.64每小班进尺M1.65圆班进尺M3.26月进度M807每天出勤人数人558效率M/工0.048说明月出勤天数按25天计第七章 安全技术措施各工种在施工过程中，严格执行掘进工人操作技术规程、煤矿安全规程有关规定和大水头煤矿手指口述确认实施细则，做到各环节、各细节安全责任明确清楚，操作准确无误，确保安全生产。同时还必须执行下列安全技术措施。第一节 巷道开口安全技术措施1、开口前，必须先对开口点附近10m范围内巷道顶部补打222600mm螺纹钢锚杆进行加强支护，锚杆间排距800mm800mm。2、开口工作必须在跟班队长和安检员的监督下进行，严禁盲目蛮干。3、短掘短支，严格按设计要求进行支护，严禁空顶作业。4、打注锚杆挂网前必须做好敲帮问顶工作，严格按锚网支护要求进行施工。5、由技术队长负责在巷道开口后及时安装顶板离层仪，做好开口处的矿压观测工作，发现掉包、裂隙、顶板下沉，压力增大等现象，及时采取措施加强支护。6、开口需放炮时，必须放小炮，及时汇报调度室，并设好两端的警戒，并对周围的管路及电缆进行防护，以防崩坏，对皮带下面的浮渣及时清理干净。7、由队长、技术副队长负责贯彻学习东一采区回风巷掘进作业规程，并各工种经考试合格后方可开工。 第二节 顶板管理安全技术措施1、严格按设计要求进行短掘短支，严禁超排距掘进。、坚持“治顶先治帮”原则，及时补打帮锚杆并挂网，坚持正规循环作业。、放炮完毕，首先进行敲帮问顶，及时进行临时支护，严禁空顶作业。、在打眼、安装锚杆、挂网期间和岩巷打眼、装药、支护期间均必须有专人对顶帮进行观察，搞好安全监护工作，发现问题立即停止工作，进行处理。、遇顶板破碎、煤质松软、地质条件发生变化时，及时调整截割深度，采取“挖一打一注一挂一紧一”锚杆的方法施工，同时采用彩条纤维布缩小锚杆间、排距，喷浆紧跟工作面。、当发生断锚或托板崩落等现象时，及时在其.米位置补打同类型号锚杆两根，加强支护。7、随时观察后巷锚网支护变化情况。每20m设一矿压观测点，做好矿压观测记录，进行对照分析，发现顶板下沉量大于100mm、掉包、裂缝、压力明显增大等现象，及时加打锚杆或锚索加强支护。第三节 放炮管理安全技术措施1、放炮作业必须严格执行矿放炮申请管理制度和火工品管理制度。2、炸药和雷管要用专用工具箱（包）分装分运，井下存放炸药时，必须使用带锁的木箱存放，由专职放炮员领用管理，并做好记录，当班剩余的雷管当班退库，填好台账，必须由本人亲笔填写，严禁代签。3、放炮员必须持证上岗，发爆器、放炮母线必须由专职放炮员专管专用。放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得转借他人。4、严格执行“一炮三检”和“五人连锁”放炮制度。瓦斯浓度大于0.6时严禁装药放炮。5、严禁打眼和装药平行作业。6、放炮母线严禁有明接头，长度不能小于100m（拐弯为70m），悬挂必须避开管缆线等导电物体。连线前，雷管脚线必须扭接成短路。7、必须采用毫秒爆破，全断面一次起爆。起爆前，必须对工作面的所有设备加以保护，防止放炮崩坏。8、放炮前，瓦检员必须详细检查爆破地点及附近20m范围内的瓦斯，当瓦斯浓度超过0.6时，严禁放炮。9、起爆前，由班长和跟班队长清点人数，并组织人员撤到距爆破点100m以外的各个交叉点躲避，设好警戒并挂警戒牌，警戒的布置工作具体由跟班队长现场负责安排到位，安监员监督落实。同时通知回风顺槽跟班队长，将所有人员撤出到联络巷安全地点躲避。严禁任何人员误入爆破区。10、放炮员接到放炮命令后，必须先发出爆破警号，即吹三长声口哨，至少等5s后方可起爆。11、放炮后，待炮烟吹散，安检员、瓦检员、放炮员、班组长及跟班队长五人共同进入工作面，检查气体、通风、支护及爆破效果等情况，确认安全后，方可撤出警戒，组织人员生产。12、放完炮后，必须及时清理爆落的煤、矸，保证巷道有效的通风断面，防止发生瓦斯积聚。13、放炮前后，必须对工作面及20m范围内洒水降尘一次，否则严禁放炮。14、处理拒爆、残爆时，必须在跟班队长的指导下和安检员的监督下进行，并当班处理完毕，并遵守下列要求：A、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。B、在拒爆炮眼0.3m以外打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。C、严禁用镐刨或利用高压水、压风从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。D、不管有无残药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏炸药。15、拒爆、残爆处理完毕之前，不得干与其无关的任何工作。16、在领取发爆器之前，必须对发爆器进行导通试验及发爆器电能的测定，并建立台帐。17、当工作面遇到特殊情况需要放炮时，严格执行此措施。18、其它方面必须严格执行煤矿安全规程及大水头煤矿关于预防和处理瞎炮残炮管理规定中有关的规定。第四节 压风自救、人员定位系统东一采区回风巷在掘进期间，必须安设压风自救系统，进行自救和互救，保证人员在采掘作业过程中的安全。一、压风自救系统1、工作面掘进时，距掘进工作面2540米的巷道内以及回风巷有人作业处等地点至少设置一组压风自救装置；在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加压风自救装置的设置组数。在掘进巷道距该掘进面回风口20米范围内设置一组压自救装置。每组压风自救装置应可供58人使用。2、在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和汽水分离器。压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。3、压风自救装置应符合矿井压风自救装置技术条件(MT390-1995)的要求，并取得煤矿矿用产品安全标志。4、压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能，零部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5毫米的现象。5、压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.30.7兆帕；在0.3兆帕压力时，压风自救装置的供气量应在100150升分钟范围内。压风自救装置工作时的噪声应小于85 分贝。6、压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压风管道上，设置在宽敞、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0.5米以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。7、压风管路应接入避难硐室和救生舱，并设置供气阀门，接入的压风管路应设减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口压力在0.10.3兆帕之间，供风量不低于0.3米3/分人，连续噪声不大于70分贝。二、人员定位系统1、人员定位系统能够及时、准确的将井下各个区域人员和移动设备情况动态反映到地面计算机系统，使管理人员能够随时掌握井下人员和移动设备的总数及分布状况；系统能跟踪干部跟班下井情况、每个矿工入井、出井时间及运动轨迹，以便于企业进行更加合理的调度和管理。 2、实现地面调度中心即可呼叫井下某人或全部人员升井或撤离，又可响应人员求救的双向信号呼叫功能； 3、通过点检检查功能，准确了解各岗位人员下井巡检路线及到位情况； 4、实现人员出入井的自动考勤。并通过入井身份核实功能，确保入井人员身份唯一性检验，杜绝人员替岗、非法身份入井等现象，特别对外包队人员的变更实现有效管理。 5、对需要进行人员跟踪定位的下井人员佩带一个矿用本安型定位卡，当井下人员进入井下以后，只要在井下网络覆盖范围内，在任何时刻任意一点，分站都可以感应到信号，并上传到信息工作站，经过软件处理，得出各具体信息（如：是谁，在哪个位置，具体时间），同时可把它动态显示（实时）在监控中心的大屏幕或电脑上，并作好备份。井上人员可随时了解井下人员的状态。6、一旦井下发生突发情况，井下人员可通过所携带的定位仪（识别卡）发出警报。井下人员只要按定位仪上的报警按钮即可发出报警。在井上监控室的动态显示界面会立即弹出红色报警信号。井下人员所携带的定位仪也可接收信息，一旦发生险情，井上调度室可向井下所有人员发出遇警信号，为井下人员第一时间逃离提供重要前提。7、管理者可随时观看大屏幕或电脑上的井下人员及设备活动情况，并可查看任意区域、任何班组/个人的信息状况，并可进行报表打印，历史数据查询，为管理带来极大的方便。第五节 刮板输送机管理的安全技术措施1、刮板输送机司机必须经过培训考试并取得合格证后方可持证上岗，司机在工作岗位上操作，思想要集中，随时注意信号，并注意观察周围煤帮变化情况。严格执行手指口述细则。2、刮板输送机铺设必须平直，胶带或链条张紧适度，机头的安装必须和卸煤点保持一定高度，调整好相对的距离，以防拉回煤。3、司机必须持证上岗，开机时先发出信号，后启动输送机，不准带负荷强行起动，因负荷过大，不能正常启动时，必须查明原因，处理后方可启动。听到不明信号时，必须立即停机。4、刮板输送机机头机尾打双地锚固定，机尾要有护罩，输送机的外沿要设有护栏。5、刮板输送机每班必须检修，补齐刮板，及时更换托辊调整H架或架杆，紧固各种螺丝、链轮、滚筒、减速箱等及时加油，对各部位进行详细检查，做好检修台帐。井下使用过程中污油、漏油、棉纱等可燃物体不得随意丢失及时升井。6、严禁刮板输送机频繁起动，严禁输送机上拉运物料和乘人。7、任何人员不得跨越刮板输送机，在需人员经常跨越的地点，必须安设行人过桥。8、刮板输送机在运行期间，不得进行机头、机尾的清煤工作与故障处理。9、刮板输送机启动或运行期间，机头正前方严禁站人。10、刮板输送机使用完毕后，必须及时停电闭锁挂牌。第六节 耙斗机操作、移设安全技术措施一、操作安全技术措施1、耙斗司机必须持证上岗。2、开机前检查耙斗机的重、轻绳的磨损程度。断丝超过规定严禁使用，必须换绳处理。3、装好耙斗槽两边的安全防护栏，并用专用手把操作绞车。4、耙碴时前方及周围严禁站人或干其它工作。5、耙斗后槽在巷顶要用专用锚杆配合锚链或钢丝绳拴吊结实，下面用支撑杆撑住，支撑必须牢固可靠。移设安全技术措施：二、移设安全技术措施1、耙斗机移设前先必须将巷道右帮渣清理干净，补打右帮锚杆并喷浆处理，将移设距离内巷道平垫整齐，巷道高度达到3.6米，将耙斗机周围的积渣及后巷清理干净。2、按照质量标准要求铺设道轨（道轨间距为600mm,道木间距为800mm），道轨必须平直、垫渣充分，确保运输畅通无阻。3、耙斗机移设前，首先切断耙斗机绞车的电源，拆除耙斗机卡轨器、稳固钢丝绳以及溜槽防护栏等设施，并在耙斗机前设置临时阻车器，在两轨道上各设一处，阻车器设置必须牢固、可靠。4、人力推耙斗时的所有工作都必须由跟班队长现场统一指挥，安检员进行监督，杜绝盲目蛮干，严禁在耙斗两侧推车。5、移设完毕后，必须将耙斗装载机在轨道上固定牢靠，并在中部槽、顶部打注两根222600mm的螺纹钢锚杆、螺母（快装螺母必须上满丝，普通螺母用双螺母）牢固连接。用钢丝绳将耙斗机尾部绑固稳定。锚杆用1节Z2860型树脂药卷锚固，防止因放炮或耙斗装岩时装岩机移动。6、耙斗装载机稳固好后，再拆除其多余道轨，必须用可伸缩支撑杆将卸载槽撑实支稳。7、在人力搬运道轨及重物时，必须配备足够人员，统一号令，齐心协力，脚底站稳，稳抬稳放，以防滑脱或重物倾倒伤人。8、在调整螺栓等露出的螺纹部分时，为防止生锈，应涂抹黄油。9、各紧固部位必须均匀紧固，防止由于紧固不当而造成组件偏斜，影响正常使用。10、各部位的连接螺栓必须使用规定的螺栓，不得用其他型号的螺栓代替。11、安装完毕后，必须进行全面检查，确认安装无误后，方可进行调试工作。12、其它未尽事宜严格按东一采区掘进作业规程和煤矿安全规程相关规定严格执行。第七节 胶带输送机管理的安全技术措施1、胶带输送机司机必须经过专业技术培训，持证上岗，司机在工作岗位上操作时，必须精力集中，随时注意信号，并注意观察周围巷道变化情况。2、胶带输送机铺设必须平直，皮带张紧适度，机头的安装必须和卸煤点保持一定高度，调整好相对的距离。3、开机时，司机先发出信号，听到回复信号后启动输送机，不准带负荷强行起动，因负荷过大，不能正常启动时，必须将煤卸掉，然后再起动。听到不明信号时，必须立即停机。4、胶带输送机每班必须检修，紧固各种螺丝，、滚筒、减速箱等及时加油。5、严禁输送机频繁起动，严禁胶带输送机上拉运物料和乘人。6、检修胶带输送机时必须停电闭锁，严禁在运转输送机上跨越行