煤矿切眼施工作业规程全文.doc

第一章 概况第一节 概述一、巷道名称掘进巷道名称为211301B工作面切眼。二、巷道用途及工程量巷道用途：采煤工作面的安装巷道工程量：211301B工作面切眼全长248m。 断面特征表巷道尺寸（m）断面（m2）掘宽掘高掘进面积9.53.634.2三、巷道坡度211301B工作面切眼，坡度沿煤层底板施工，但必须保证坡度平缓；施工方位角为775144。四、预计开、竣工时间预计2013年10月12日开工，2013年12月30日竣工。第二节 编写依据一、山西锦兴能源有限公司肖家洼煤矿211301B工作面切眼加固方案图。二、211301B工作面掘进地质说明书三、煤矿安全规程（2011年版）煤矿安全操作规程、煤矿井巷工程施工规范、煤矿井巷工程验收规范、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法等法规、行业标准进行编制。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等，见表1。巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。表1 井上下关系对照表水平、采区21采区工程名称211301B工作面切眼地面标高+1159+1311井下标高+948+1060地面的相对位置建筑物、小井及其他工作面上覆地表为唐吉吉村井下相对位置对掘进巷道的影响井下相对位置无已掘巷道和采空区，对掘进无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响井下相邻巷道为211301B工作面胶运顺槽与材料顺槽，相连处跨度大，对切眼开口与贯通处影响大第二节 煤(岩)层赋存特征一、13#煤层及顶底板岩性位于太原组下部，该煤层为全区可采煤层，上距8号煤层52.1082.40m，平均70.30m，下距K1砂岩20.1734.29m，平均34.67m。煤层厚度为2.5415.72m，平均12.39m，为结构简单复杂层位稳定的全区可采煤层，煤层厚度在勘探区内厚度变化不大，均处于1015m之间。含夹矸010层，一般为03层，夹矸厚度为0.161.60m，一般为0.160.48m，其顶板岩性为砂质泥岩和泥岩，老顶为中粗粒砂岩，常见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩和砂质泥岩，有时为粉砂岩或泥灰岩，普遍存在着炭质泥岩伪底。二、 煤层赋存特点 13号煤层位于太原组下部该煤层为全区可采煤层，煤层厚度为2.5415.72m，平均12.39m，为结构简单复杂层位稳定的全区可采煤层，是勘探区内的主采煤层。煤层厚度在勘探区内变化不大，均处于1015m之间。含夹矸010层，一般为03层，夹矸厚度为0.161.60m，一般为0.160.48m，煤层厚度分布较均匀，倾角平缓，基本在612之间。区内未发现断层构造。预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等，见表2、表3、表4。表2 煤层特征情况表指 标单 位参 数备 注煤层厚度（最大最小平均）m9.6413.78/11.8煤层倾角（最大最小平均）（）612/9煤层硬度f2-3煤层层理（发育程度）简单煤层节理（发育程度）较稳定自然发火期属于自燃-易自燃煤层绝对瓦斯消出量mmin-11.756相对瓦斯消出量mmin-14煤尘爆炸指数煤尘易爆炸地 温地温梯度均小于3/百米，属于地温正常区表3 煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别厚度岩性顶板基本顶粗粒砂岩6.627.0灰黄色及灰白色，厚层状粗粒砂状结构成分。直接顶灰白色中粒砂岩8.825.4灰白色中粒砂岩。伪顶黑灰色泥岩01.71灰黑色炭质泥岩：赋存不稳定，薄层状结构。底版直接底砂质泥岩4.55.4砂质泥岩：浅灰色，厚层状，平坦状断口。 表4 综合柱状图第三节 地质构造该工作面煤层走向13，倾向283，倾角9；地质条件简单，褶曲宽缓，13煤层底板基底起伏，煤层厚度变化较小，物探探查结果无断层。附：地质平面图、剖面图。第四节 水文地质根据勘探报告资料，影响辅助运输上山施工的含水层主要为二叠系下统下石盒子组与山西组砂岩裂隙含水层，二叠系上统上石盒子组，石千峰组和三叠系下统刘家沟组砂岩裂隙含水层，第四系、上第三系孔隙含水层，石炭系太原组含水层。该工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水。预计掘进时最大涌水量为70m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置211301B工作面切眼位于13#煤，开口坐标X=4250169.978，Y=518239.298，底板标高1024.5m，掘进方位753308”，主巷掘进宽度9500mm，掘进高度3600mm。切眼上切口设计一个绞车硐室（深6m）、切眼上切口设计一个调车硐室，在切眼上切口80m处设计一个调车硐室、切眼下切口设计一个调车硐室（深6m），以上硐室净断面均为宽高=54003300mm，荒断面高为3600mm，煤机硐室掘进宽度1500mm，掘进高度3600mm，全长30.0m，切眼及各个硐室内铺设砼底板300mm，砼强度C25。附：巷道剖面图、巷道开口大样图。第二节 矿压观测一、观测对象切眼跨度为9.5m，属于跨度大的巷道，必须进行矿压观测。2、 观测内容切眼顶板离层量。三、观测方法1、巷道每隔50m安装一个DLZ-II顶板离层仪，安装时离迎头不大于1.5m；每个离层仪配一块管理排版，施工队技术员在顶板离层仪安装第一周每天观测一次，第二周观测两次，第三周，第四周每周观测一次，第二个月每月观测两次，以后每月观测一次，将观测数据填至顶板离层仪管理牌板并建立台账。2、巷道每隔20m设置一个顶板下沉监测站，方法为在巷道两帮距顶板300mm同一水平各选取一点，用工程棉线拉紧，做好标记，再在顶板挂一工程线，下坠一螺丝帽作为垂球，与水平棉线交点系一线疙瘩，并用自喷漆染色作为标记，每天观察线疙瘩与水平棉线相对位置。四、数据处理建立顶板离层仪观测台账与顶板下沉观测台账，当顶板离层量大于100mm时，必须停止作业并总工程师。第三节 支护设计一、临时支护临时支护采用三根前探梁作为临时支护，前探梁用4寸钢管制作，长4m。每根前探梁固定点不少于二个，用圆环吊挂生根于锚杆头上，环子采用10寸钢管制作。前探梁上方空顶部分用道木板背顶接实，前探梁前探长度不超过1.6m。二、切眼开口支护由于开口断面较大，为确保工程质量及施工安全，在切眼开口处布置两排12m长锚索托梁，托梁由两根6m长工字钢对接组成，两排排距200mm，每根托梁用4根锚索吊挂，间距1600mm，在切眼开口使用两根9.5m的锁口梁(11#矿用工字钢),锁口梁上面打注6根锚索（规格21.611500mm预应力钢绞线），排距800mm，锁扣梁顶部不接顶处使用木背板、道木进行接实。切眼开口后再刷大断面处搭一个24002400mm的木垛接实顶板。上切口前后5m按2-2断面加固，下切口前后5m按3-3断面加固.三、第一次掘进支护 由于切眼断面较大，为确保施工安全，决定采用分次掘进方法进行施工。第一次掘进切眼采煤侧，掘进宽度5500，高度3600，其支护形式为：采用锚网、W钢带、锚索梁、单体、道木联合支护。顶板锚杆采用202200mm的无纵筋左旋螺纹钢锚杆，间排距：800800mm，锚杆外露长度为1040mm，预紧力为100NM，托盘为正方形拱形钢板，规格为：15015010mm。帮部锚杆均采用161600mm玻璃钢锚杆，间排距：800800mm，托盘为20040050mm的木板外加1001005mm的正方形钢板。每根锚杆使用1支CK2360树脂锚固剂锚固,直径为23mm，长度为600mm，锚杆拉拔力不小于50kN,扭矩力不小于100NM。顶部铺设金属网，规格为6.5的圆钢（网孔规格：100100mm），帮部采用菱形塑料网（网孔5555），金属网及菱形塑料网搭接长度不小于100mm，不大于200mm ，相邻两块网之间要用18#铁丝连接，每间隔200绑扎一道。顶板W型钢带配合锚杆使用，钢带采用BHW270-2.75型矿用W型钢带，长度5200，排拒800，同时顶板锚索配合11#矿用工字钢（长5m）支护，锚索规格21.611500mm预应力钢绞线，间排距：16001600，外露长度150250,每根锚索采用3块CK2360树脂锚固剂锚固，锚索均使用配套标准锁具锁定，每根锚索拉拔力不小于100kN。四、第二次掘进支护 第二次掘进非采煤侧，掘进宽度4000，高度3600，其支护形式为：顶板支护形式同第一次掘进的顶板支护，两锚索梁交替迈步，迈步距离800，锚索梁长度4200，距离老空区帮300；二次扩刷使用钢带长度为4000，与第一次掘进时对接布置。采空区帮部支护锚杆采用202200mm的无纵筋左旋螺纹钢锚杆,间排距800800，每根锚杆采用1支规格为ck2360树脂锚固剂锚固，预紧力为100NM，并铺设金属网，金属网规格为6.5的圆钢，网孔规格：100100mm，金属网搭接长度不小于100mm，不大于200mm ，相邻两块网之间要用18#铁丝连接，每间隔200绑扎一道。托板规格为正方形拱形钢板，规格为：15015010mm。 第二次刷扩前使用单体液压支柱加强支护，按切眼4-4断面布置单体及道木；安设单体液压支柱底部，找到硬底，并用木托盘垫实，顶板部位按设计要求用150*150*700mm道木充填实。附图：巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。第四节 支护工艺 1、临时支护巷道临时支护为用三根长不少于4m，直径100的钢管悬挂并生根于顶板锚杆上的吊环上，每根前探梁不少于两个悬吊点，三根前探梁的间距为800，上部用木板背实，并在木板上铺设好金属网、钢带，木板、金属网、钢带、前探梁用铁丝固定在一起，防止掉矸伤人。护头板规格：220030050（厚不小于50）均采用硬质木。前探梁最大前探距离为2300mm，严禁空顶距。综掘机割两排锚杆必须及时进行永久支护。附图四：临时支护示意图 2、锚杆安装工艺（1）打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，煤柱帮及顶板锚杆眼深度2200mm，采煤帮部锚杆眼深度1600mm，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。顶板钻锚杆眼钻头优选26mm，帮部选用20麻花钻杆钻眼，必须符合“三径匹配”要求。（2）安装锚杆、W钢带安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把1块CK2360树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒MQT-120气动拱锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转时815秒后，方可撤去钻机，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于100NM。帮锚杆使用MQB-70气动帮锚杆钻机，方法同上。 3、锚索安装工艺（1）打锚索眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标志，眼位误差不得超过150mm。竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆机和锚杆处于正确位置。钻机开眼时要扶稳钻机，先升气腿使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。操作者站立在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡。先开水，后开风。开始钻眼时，用低转速，随着钻孔深度的增大，调整到合适转速直到初始锚杆钻进到位。退钻机，接钻杆，严格按锚索长度打眼，深度11200mm，锚索打眼完后，先关水，再停风。 （2）安装、锚固锚索、11#工字钢梁，锚索采用21.6mm钢绞线，长11500mm，每孔使用3块CK2360树脂药卷。将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底。把锚索未端套上专用驱动头，拧上导向管并卡牢。用锚杆打眼机进行搅拌，将专用驱动头尾部六方插入锚杆机上，一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速，后半程用快速，旋转约15秒。停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。树脂锚固剂凝固1小时后，两根锚索钢绞线安装完后安装锚索吊梁，进行张拉和顶紧上托盘工作。装上托盘、锚具，并将其托至紧贴顶板的位置，把张拉油缸套在锚索上，使张拉油缸和锚索同轴，挂好安全链，人员撤开，张拉油缸前不得有人。开泵进行张拉并注意观察压力表读数，分级张拉，分级方式为040kN70kN100kN。达到设计预紧力或油缸行程结束时，迅速换向回程。锚索外露150-250mm。附图：巷道支护断面图。 第四章 施工工艺第一节 施工方法211301B工作面切眼掘进方向由：211301B胶运顺槽775144方位向211301B材料顺槽掘进。切眼开口采用综掘机进行掘进，落煤由铲车配合运输皮带进行运输，把落煤运至211301B胶运顺槽皮带上，通过皮带运至地面。由于切眼断面较大，分两次施工，第一次先沿采煤侧进行掘进，先掘宽5.5m，高3.6 m，锚杆最大空顶距0.8m，锚索最大空顶距1.6m，完成一次作业循环后及时对巷道进行支护，先敲帮问顶，采用前探梁进行临时支护，待顶板支护完毕后对两帮进行支护，然后进行拉底作业，直至切眼施工结束，然后撤回综掘机至211301B胶运顺槽切眼开口处，在第二次刷扩前，开始对第一次掘进出的巷道由前向后进行单体液压支柱支护，直至支护到211301B胶运顺槽切眼开口处，然后进行第二次掘进，使其巷道断面达到设计宽度9.5m,第二次掘进时，单体液压支柱滞后迎头不小于20米。 第二节 施工工艺及要求一、施工工艺截割装载机转载皮带运输临时支护顶板支护两帮支护二、切割顺序、切割：(1) 掏窝槽：A、做好准备工作，使整个系统处于待命状态。B、依次启动油泵、转载机、刮板机、喷雾泵。C、空负载情况下启动切割系统。D、启动行走系统，使掘进机向前移动，空转着的切割头接触煤岩壁后，同时左右摆动切割头，摆动量约为300-400mm。E、掘进机的截割头进入煤岩壁的深度达到规定要求，即完成掏槽作业。(2) 横向切割：A、关闭行走电机，落下后稳定器、撑紧，增强机器的稳定性。B、驱动切割头，沿断面宽度水平摆动，开掘横槽。(3) 跨距切割：A、横槽到位后，抬高（或下落）切割头，同时左右摆动切割头，每次抬高量不应超过150mm。B、重复抬高（或下落）切割头，使切割头的升高（或下降）达到规定距离，即完成跨距切割。(4) 全断面切割：重复进行跨距切割和横向切割，即完成工作面的全断面切割。2、切割路线：选择从巷道下部中央进刀掏窝槽，由顶向底依次进行切割，最后刷帮顶使巷道成形。见附图。3、切割注意事项：A、巷道由底板向顶板依次切割，要注意避免出现大煤岩块，以影响装载系统的正常作业。B、掘进机作业时，切割臂不得处于极限位置，应向内回摆150200mm。C、巷道施工如遇到不能进行经济切割的岩石时，应退出掘进机，用其它方法施工，届时另补措施。第三节 装载与运输掘进工作面出煤由综掘机星轮将煤扒入综掘机一运，转载至二运后卸载至可伸缩胶带输送机转载至12#联巷刮板机再转载至辅运顺槽1m皮带，转载至1050m处皮带之后卸载至矿方大皮带，运料采用防爆无轨胶轮车直接送至工作面，辅运联巷开口端接送人地点为工作面。见表8。表5 装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离1、可伸缩式皮带运输机DSJ80/55*21台211301B工作面胶顺槽地锚皮带转载1310m2、可伸缩式皮带运输机DSJ80/55*21台211301B工作面辅运顺槽地锚皮带转载750m4、刮板输送机SGB-620/40T1台12#联巷地锚转载30m5、无轨胶轮车10台运料8km7人行车3接送人8km附图：运输系统示意图。第四节 管线及轨道敷设风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等，见表6及断面布置图。 表6 管线及轨道敷设方式表序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风 筒1000m3300铁丝吊挂5m2风 管108m3300锚杆挂钩吊挂50m3水 管108m3300锚杆挂钩吊挂50m4缆 线m2000电缆钩吊挂20m断面布置图，所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等，见表7。表7 设备及工具配备表序号设 备 名 称型 号 规 格数量额定功率性能备注1风动锚杆机MQT-1206良好自有2装载机ZL-30 13空压机LA-130/8.5-202130良好自有4空压机LA-250/8.5-401250良好自有5配料机PL1000YII18.8良好自有6水泵DC50-8052132良好自有7风泵QOB-15N8良好自有8对旋风机FBDN0.8.0*552255良好自有9对旋风机FBDN0.8.0*552255良好自有10气动锚杆钻机MQT-1208良好自有11气动帮锚杆钻机MQS-35/1.61良好自有12风 镐01-302良好自有13风钻YT293良好自有14激光指向仪JGY2良好自有15锚杆测力仪ZM-1001良好自有16自卸汽车8t10良好自有17磁力启动器BQD7-806良好自有18磁力启动器BQD7-80N1良好自有19磁力启动器BQD10-200ZRA2良好自有20照明综保BZZ-4.02良好自有21变压器S11-1600/10 1250kvA1良好自有22变压器S11-500/6 500kvA1良好自有23变压器KBSG-200/6 200kvA2良好自有24变压器KBSG -500/6 400kvA2良好自有25综 掘 机S-200J2良好自有26皮带机DJ /80/401103良好自有27链板机SGB/420/40Z1良好自有第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式及供风距离采用压入式通风，局部通风机安设在211301工作面第四联巷新鲜风流内。二、通风系统通风路线：1、新风风流：副斜井21采区辅运上山211301工作面4#联巷211301辅运顺槽211301B胶运顺槽211301B工作面切眼2、乏风风流211301B工作面切眼211301B胶运顺槽211301B工作面12#联巷211301辅运顺槽回风联络巷总回风巷回风斜井地面三、风量计算1、按瓦斯绝对涌出量计算Q掘100q掘K掘通m3/min =1000.581.5=87m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数；q掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值），参考肖家洼矿井中的掘进工作面瓦斯绝对涌出量预计值为0.58m3/min。一般取K掘通1.52，此处取1.5。2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量：Q掘60V掘S掘k温m3/min =600.2534.21.0=513m3/min式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min；V掘局部通风机供风巷道内最低允许风速，煤巷和半煤岩巷V掘0.25m/s；s掘局部通风机供风巷道的最大净断面积，34.2m2；k温局部通风机供风巷道空气温度调整系数，取1.0。3、按掘进工作面同时作业人数计算掘进工作面实际需要风量：Q掘=4N=423=92m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，23人。4、按风速进行验算：根据上述计算选取最大计算风量513m3/min进行风速验算。按最低风速验算：15S掘=1534.2=513m3/min Q掘=15S掘15-煤矿安全规程规定煤、半煤岩巷道的最低风速值，m/min；S掘掘进巷道的断面积，m2。按最高风速验算240S掘=24034.2=8208m3/minQ掘240S掘式中：240煤矿安全规程规定煤、岩巷道的最高风速值，m/min；S掘掘进巷道的断面积，m2。经验算可知，该掘进工作面需要风量选取m3/min符合煤矿安全规程规定的风速要求。5、通风设备选型：根据计算211301B工作面切眼局部通风机供风距离在2600m以内，根据掘进工作面需要风量，选用255kw局部通风机，风机风量：980-650m3/min，采用直径为1000mm阻燃性胶质风筒导风，产生的风量能满足211301B工作面切眼通风要求。贯通后的通风系统必须在贯通专项安全技术措施内说明。4、 风机位置风机布置与4#联络巷胶运顺槽侧胶运顺槽内10m。附：211301B工作面切眼通风系统示意图第二节 压风、供水压风风源来自措施井地面工业广场，采用一台LA-250/8.5-40空压机对空气进行压缩，通过直径159mm管路输送至211301工作面辅运顺槽开口，再经直径108mm管路输送至距离工作面50m处，迎头用直径51mm橡胶软风带接到迎头。水源来自措施井地面蓄水池，经90KW水泵加压，通过直径为51mm钢管输送至迎头50m处，再经直径25mm橡胶软风管供至迎头。附图：压风、供水系统示意图。 第三节 综合防火、防尘综合防火1.防火水源来自副井井筒的供水管路。2.迎头使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的润滑油、棉纱、布头和纸等，也必须存放在盖严的铁桶内。并有专人定期送到地面处理，不得乱仍乱放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。3.加强机电设备的维修与管理，杜绝任何形式的火源。4.发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风情况，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。(1)通知井下所有可能受火灾威胁的人员迅速撤离，并组织人员灭火，电器设备着火时，应首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。(2)抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查风量变化，所有人员必须在火区上风流中作业，如在下风流中必须带防中毒的自救器或其他设备，否则严禁盲目灭火。(3)本巷掘进，采用风钻湿式打眼，锚网喷支护，喷雾降尘，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆线路和人为火灾。二、综合防尘距迎头50m内设一道能封闭全断面的水幕，向后间隔200m再设一道水幕，采用16mm钢管供水。喷浆前和爆破前打开两道喷雾降尘，采用湿式打眼，割煤后冲刷煤帮，出矸前应先撒水降尘，净化风流等综合防尘措施。随着巷道向前掘进，每100m设一风、水接头，以便于洒水养护和除尘。附图：防尘系统示意图。第四节 通讯、照明、安全监控一、井下通讯与信号采用矿方提供的防爆电话，设在距工作面4050m处，与地面调度进行通讯联络。由KZB-400型变压器经ZBZ-4.0照明综保，以127V电压等级提供井下照明用电，井下排水硐室及转载点安设2个KBY-20防爆荧光灯；二、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、队长、技术人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。3、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。 三、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂在无风筒的一侧，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。附图：安全监测仪器仪表布置示意图。第五节 供电供电通过矿方井底中央变电所10KV供电至矿方21采区变电所高开至211301工作面11#联巷临时变电所高开，经过变电所变压器KBSG-500,经变压器降压联接至工作面专用馈电开关KBZ5-400/1140(660),电压等级1.14kv，保证巷道掘进机供电。电缆要吊挂整齐，电缆钩每1米一个，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。井底中央变电所21采区变电所11#联巷临时变电所工作面。附图：供电系统示意图。第六节 排水在巷道低洼处施工临时水仓，水仓的容积为30m3左右，临时水仓长宽深=54巷高，在临时水仓内配置一台排水量为30m3/h的水泵，配备两台排水量为100m3/h的水泵，在巷道掘进方向的左帮施工一条临时水沟，临时水沟及水仓要求定期及时清理，保证临时水仓的容量及水沟的正常排水。巷道布置一趟直径108mm排水管路，压风管路作为备用排水管路。矿井临时水仓把水排至中央水仓，中央水泵房将水直接排至地面。矿井已建立永久排水系统，主、副水仓的容量为3407m3。安设同等能力的多级离心泵排水泵三台：一台在用、一台备用、一台检修，型号均为MD280-65*7，功率630KW、扬程455m、排水量280m3/h、敷设了两趟273mm的排水管路,主排水泵将水直接排至地面。附图：排水系统示意图。 迎头积水211301工作面辅运顺槽临时水仓21采区辅运上山水沟井底水仓地面。第七节 运输一、煤流系统：1、工作面综掘机一运、二运胶运顺槽皮带辅运顺槽皮带211301工作面皮带21采区主运皮带破碎硐室主井皮带地面。二、运输系统 ：1、进料 地面副斜井21采区辅运上山211301工作面辅运顺槽11#联巷胶运顺槽工作面。2、出料 与进料反向。3、 人员 地面副斜井21采区辅运上山211301工作面辅运顺槽11#联巷胶运顺槽工作面迎头。 人员返回与进入反向。附图：运输路线系统示意图。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织作业方式、劳动组合、劳动力配备、出勤率等，见表12。表8 劳动组织表工种劳动定额出勤人数大班第一班第二班第三班队长11副队长3111技术员11班长3111副班长3111支护工15555综掘机司机6222机电工41111机修工41111合计404121212第二节 循环作业根据工艺流程，规循环作业方式（日规循个数），规循进尺，编制正规循环作业图表，采用正规循环作业，提高工时利用率，见表9。41表9 循环作业图表 第三节 主要技术经济指标工作面长度、巷遭毛断面、净断面，巷道岩性、支护形式，在册人数、出勤人数、出勤率、日进尺、工效，月循环次数、月进尺，循环率、金额、总成本、所需工资额等，见表14。表14 主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1工作面长度m2482巷道毛断面m234.23在册人数人404出勤人数人365出勤率%906循环进度m1.67日进尺m14.48月进尺m3679循环率8510单位材料定额元m240011水泥定额kgm110012沙子石子定额m3m3.6213锚索锚杆定额条m3.7514锚杆消耗根m20第七章 安全技术措施第一节 “一通三防”管理一、通风管理措施1、加强通风管理，维护好通风设施。由跟班维修工兼任局部通风机的司机，并保证局部通风机可靠运转。2、使用抗静电、阻燃的风筒，风筒要环环吊挂，吊挂平直，无脱节、无破口现象。风筒所有接头采用反压边接法，转弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。风筒出风口距工作面的距离不得超过5m；自卸车不得有磨擦挤压风筒现象，以保证工作面有足够的风量，风筒漏风率不得超过3。3、局部通风机及开关必须安设在顶板完好，无淋水的进风巷道，距回风口不得小于10m，距巷道底板不得小于0.3m，且垫放平稳；局部通风机进风口5m内不得有杂物，或影响局部通风机通风的其他物品。4、局部通风机设备必须齐全完好，吸风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫不漏风，并有可靠的消音装置。5、安装局部通风机的巷道全风压供风量，必须大于通风机的吸风量，以防止发生循环风现象。6、局部通风机必须实行“三专两闭锁”（“三专”即局部通风机必须使用专用变压器、专用线路、专用开关。“两闭锁”即风电、瓦斯电闭锁），并达到“双风机、双电源、自动换机、自动分风”要求。7、掘进工作面中的电气设备必须安设风电闭锁装置，当局部通风机停止运转时，能立即自动切断供风巷道内所有非本质安全型电器设备的电源。恢复通风时，巷道中一切电源只准人工复电。8、任何人不得随意停风，如遇特殊情况，必须经调度室批准后，撤出工作面人员，切断电源，设好栅栏后方可停风。9、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1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局部通风机及其开关附近10m内风流中的瓦斯浓度0.5%，方可人工开动局部通风机。10、在临时停风区内检查瓦斯时，至少2人同行，必须携带氧气、甲烷两用检测报警仪，两人相距46m，由外向里随时检查瓦斯和氧气浓度；当瓦斯浓度1%、或二氧化碳浓度1.5%、氧气浓度18%、或其他气体浓度超过规定时，必须停止前进。同时设置好栅栏，并汇报调度室，按照分级管理要求，进行处理。11、严格执行测风制度，每天对该掘进工作面及局部扇风机配风量至少进行一次风量测定，并及时填写测风牌板，如发现风量不足，立即查找原因，及时解决。12、巷道贯通时,必须编制专项安全技术措施。二、瓦斯防治措施1、掘进工作面的风量、风速必须符合煤矿安全规程要求，防止瓦斯超限。2、停电、停风后需恢复通风或排放瓦斯时，必须制定切实可行的安全措施，并严格执行。3、加强瓦斯检查，加强瓦斯异常区的通风管理工作，杜绝瓦斯积聚。4、加强独头盲巷管理，凡临时停工地点局部通风机不得停止运转。5、要加强局部通风管理，凡有计划停电停风，必须编制安全措施，及时传达职工。出现无计划停电、停风的工作面要及时撤出人员，设好栅栏；对长期停风的工作面和盲巷要封闭。启封密闭和排放瓦斯必须编制专门的安全措施，由救护队执行。6、瓦斯检查严禁空班漏检和虚报检查数据。7、所有安装电动机及其开关的地点附近20m的巷道内，都必须检查瓦斯、二氧化碳，只有最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可开启。三、粉尘防治措施1、掘进工作面防尘供水管路必须完善，钢管必须接到离工作面30m以内，管路要吊挂平直、不漏水。2、本掘进工作面防尘方法包括湿式打眼、综掘机喷雾、冲刷巷帮、净化水幕、转载点洒水等综合防尘措施。3、净化水幕必须灵敏可靠，能正常使用，水幕的喷雾方向要迎向风流，喷头雾化良好，水门把手齐全，喷出的水雾能覆盖巷道全断面的90%以上。如有故障应及时维修或更换。4、掘进工作面必须坚持正常冲尘制度，掘进巷道每天冲刷一次，掘进工作面30m范围内的巷道每班冲刷一次，确保粉尘厚度不超过2mm。5、掘进工作面涉及的巷道必须定期进行冲尘，杜绝煤尘堆积。6、实行个体防护。掘进工作面内的作业人员、回风流中的作业人员及在其它粉尘产生点工作的人员必须佩戴防尘口罩，加强个体防护。7、掘进机掘进时，必须同时开启综掘机喷雾、净化水幕、转载点洒水。8、掘进机外喷雾不完善或不能正常使用，严禁开机。9、掘进工作面转载点必须安排专人洒水，并且位置恰当；各转载点前后10m以内巷道每班必须进行冲尘，保持转载点附近巷道湿润。四、防灭火措施211301B工作面切眼防火的重点是防设备及机械摩擦生热、油脂、电缆和人为火灾，需采取的防灭火措施有：1、必须使用阻燃电缆、风筒，加强机电设备管理，杜绝失爆，防止外因火灾的发生。2、严禁设备出现跑、冒、滴、漏现象，及时揩净设备外部表面的油液和油脂。油脂、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁箱内，并由专人定期送到地面处理，不准乱丢乱放。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。3、禁止井下带电检修和带电挪移电气设备。电气设备检修及复电都必须按规定进行瓦斯检查，否则严禁进行检修与复电。4、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发的火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。5、因电气设备造成的火灾，必须先切断电源再用沙子、灭火器进行灭火。在未切断电源前，要用不导电的灭火材料进行灭火。6、施工期间，严格按规定对工作面进行气体检查、分析，做好煤层自燃发火的预测预报工作。7、严禁入井人员携带火种。8、所有施工人员必须熟悉施工地点的避灾路线，当施工地点发生火灾时，要尽力组织扑灭火源，火情威胁生命安全时，按避灾路线及时撤离并及时汇报矿调度室。9、严格按照作业规程中“一通三防”管理措施施工。加强职工教育培训，使职工熟悉所施工煤层的自燃发火特性。10、坚持正确使用各种洒水喷雾装置，以降低煤尘飞扬和煤体温度，防止热量聚积。11、在施工中严禁超大控顶距作业，造成冒顶或漏顶。12、施工中若发现下列征兆时，可能发生煤炭自燃发火，必须向上级有关部门汇报采取措施处理：（1）煤层附近的空气温度增大，出现雾气，煤壁挂水珠，类似出汗现象；（2）出现煤炭氧化干馏的产物，如：CO、CO2、CH4等气体；（3）煤温、水温、空气温度升高；出水的酸度增大；（4）能嗅到芳香碳氧化合物的气味（煤油味、汽油味、松香味等）。13、井下使用电气焊时，必须制定专门的安全技术措施。第二节 防治水措施为防止211301B工作面切眼掘进时顶板水和有害气体突然涌出，确保工作面顺利掘进和职工的生命安全，依据“有掘必探、先探后掘”的原则，在211301工作面切眼掘进工作面掘进时开展防治水和有害气体工作。（一）技术要求1、钻机型号ZLJ850煤矿用坑道钻机； 2、钻杆直径42mm；3、超前探钻设计钻孔3个，。 4、为确保安全，钻孔超前距离应在30米以上钻孔深度在250米。 5、钻孔沿煤层倾角方向布置。6、钻孔布置成扇形，按巷道掘进方位布置1个，两帮各布置1个，两帮钻孔方位与巷道掘进方位夹角控制在10-15。7、钻孔设计详见钻孔布置平面图。8、每次钻探完成后要对每一钻孔的深度、角度、涌水量、气体检测等情况做详细记录。9、钻探时必须有专职瓦检员在现场值班及悬挂便携式多种气体检测仪。10、钻探前设置水沟，排至临时水仓内11、钻探工作结束后，应向矿调度汇报钻探工作，并要矿安全检查人员检查钻孔深度。12、准备好水泵、电缆、各种管路等设施，水泵排水量不低于50m/h。13、钻探后，探眼使用黄泥封口。14、每次钻探后要挂牌醒示，要对每一钻孔的深度、角度、涌水量，气体检测等情况做详细记录。每个班组必须要保护好钻孔。15、临时水沟跟到迎头，根据实际情况实际临时水仓。（二）探放水时应采取的安全措施1、探水地点与其相邻地区的工作地点保持信号联系，安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员撤离危险地点。2、钻进发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常现象时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，切断电源。现场负责人应立即向矿生产指挥中心报告，并派人检测水情。如果发现情况危机时，必须撤出所有受水威胁地区的所有人员，然后采取措施进行处理。4、在水压较大的地点探水时要设套管，钻杆通过套管打深水孔，套管上安设有水压表和阀门。5、所有施工人员认真学习该措施，并贯彻到每一位职工。打钻人员在钻进过程中，要认真观察钻眼进度，防止过快卡钻。接长钻杆要拧紧卡牢，防止钻杆滑脱。6、钻进时，要经常观察钻机是否正常运转，发现异常现象及时停机检查。7、探孔放水前，应当估计积水量，并根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量，防止淹井。放水时，应当有专人检测钻孔出水情况，测定水量、水压和有害气体情况，做好记录。如有异常现象立即汇报矿调度室。8、机电人员要跟班维护，保证正常打钻。 加强机电设备的维修，做好防突水措施准备工作和防瓦斯突出通风措施。9、施工时，施工人员要偏离钻孔方向，以防止压力水伤人。10、由安检部门负责检查现场措施的落实情况；发现问题及时向矿调度室汇报，调度室负责组织协调工作。11、施工人员严禁带手套打眼，衣服袖口、领口必须扎紧。12、每轮探钻完毕后，必须把钻具撤到安全地点，以免损坏钻具。第三节 顶板管理一、使用顶板离层仪为了便于观测顶板矿压情况，在巷道中安装顶板离层仪，安装要求及使用要求如下：（一）、顶板离层仪的安装位置及距离施工的所有全煤巷道必须安装顶板离层仪并有记录牌板显示。所有顶板离层仪必须安设在巷宽的中部或交岔点的中心位置。离层仪采用双基点顶板离层仪，深基点应处在锚杆上方稳定岩层内300mm500mm，无稳定岩层时深基点在顶板中的深度不得低于巷宽的1.5倍；浅基点应与锚杆上端处在同一高度。顶板离层仪的最大间隔距离为：1、实体煤巷：30m。2、断层及围岩破碎带、顶板淋水、应力集中区、交岔点、硐室等特殊条件下的巷道处需安设顶板离层仪。（二）、顶板离层仪的安装1、顶板离层仪应按规定间隔及时紧跟掘进工作面安装，以便检测顶板变形的全过程。2、在顶板上按设计的深基点深度要求打直径27mm的垂直安装孔。3、安装固定测绳时，测绳要拉紧并固定牢固。（三）、顶板离层仪的观测记录1、正常条件下，顶板离层仪从安装完毕到距离掘进工作面100m期间安排专人每班测读一次，距迎头100m后，每天测读一次，并将测读结果记录好，并整理登记到记录台帐上。总下沉量超过30mm时应加强观测，总下沉量超过50mm时，应采取加强支护措施。2、断层、围岩破碎带、顶板淋水，应力集中区、交岔点距掘进工作面200m期间安排专人每班测读一次，其它按第1条执行。3、观测记录实行现场记录牌、记录本、记录台帐三对口制度。4、掘进期间、两次读数发生明显变化时，必须加强安全观测。二、顶板管理措施1、掘进工作面严禁空顶作业。掘进工作面锚杆滞后不超过0.8m，锚索不超过1.6m，必须在每次截割前进行安全检查，不符合标准的锚杆、锚索、网片应重新进行安装、铺设。2、严格执行 “敲帮问顶”制度，特别是在打眼、安装锚杆过程中应随时检查顶帮围岩情况，及时摘除危岩活石。（1）找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人