1413回风顺槽掘进规程.doc

1413回风顺槽 凉水煤业掘进作业规程编号：掘2011009 工 作 面 名 称: 1413回风顺槽 编 制 人：杨树满 经理生产经理安全经理机电经理技术经理编制日期：2011年10月4日会 审 意 见 会审单位及人员签字：总工程师：年 月 日会 审单 位生 产副总经理安 全副总经理机 电副总经理主 管矿 长安 监处会 审人 员会 审时 间作业规程学习和考试记录贯彻时间： 年 月 日 负责人： 贯彻人：班次班次序号姓名工种成绩签名序号姓名工种成绩签名123456789101112131415161718班次总人数学习人数缺席数备注作业规程学习和考试记录贯彻时间： 年 月 日 负责人： 贯彻人：班次班次序号姓名工种成绩签名序号姓名工种成绩签名123456789101112131415161718班次总人数学习人数缺席数备注作业规程学习和考试记录贯彻时间：年 月 日 负责人： 贯彻人：班次班次序号姓名工种成绩签名序号姓名工种成绩签名123456789101112131415161718班次总人数学习人数缺席数备注目 录第一章 概 况第二章 地面相对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第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征第三节 地 质 构 造第四节 水 文 地 质11第三章 巷道布置及支护说明11第一节 巷 道 布 置11第二节 矿 压 观 测12第三节 支 护 设 计12第四节 支 护 工 艺16第四章 施 工 工 艺18第一节 施 工 方法18第三节 装运煤（岩）方式19四、管线、轨道敷设19第五章 生 产 系 统20第一节 一 通 三 防20第二节 压 风 系 统24第三节 安全监控与通信照明24第四节 供电与排水25第五节 运输系统27第六章 劳动组织和主要技术经济指标27第七章 灾害应急措施及避灾路线30第八章 安全技术措施31第一节 一 通 三 防31第二节 顶 板32第三节 爆 破33第四节 防 治 水35第五节 机 电35第六节 运 输36第七节 掘进机操作要求 37第八节 其 它38 第一章 概 况 表1 巷 道 名 称1413回风顺槽巷道设计断面8.13（）巷道坡度（0）沿煤层坡度总工程量（m）602巷道位置 与煤（岩）层、相邻巷道的 关系巷道布置在14#煤层中巷道服务年限4（个月）巷道的用途运输、行人、回风预计开工时间2011年10月预计峻工时间2012年1月 施工中特殊要求与说明1、过断层，围岩破碎时，支护形式可改为工字钢梯形棚+菱形网支护，净规格：上宽3000mm，下宽3500mm，中高2500mm；棚距为1000mm。钢带排距为500mm。设计依据2011年西一盘区总体规划设计地测科提供的地质说明书（2011年1月）矿压观测资料 1、施工中每隔50设置一个顶板离层观测点。2、每300根锚杆为一组，做一次锚杆拉力试验。顶板离层由技术组进行观测，锚杆拉力试验由技术组实施。其它技术规定无第二章 地面相对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 地面相对位置及邻近采区开采情况（见表2）。表 2 地面相对位置及邻近采区开采情况表巷道名称1413回风顺槽采 区 名 称西一盘区地面标高（m）+145+188井下标高（m）+4855地面的相对位置及水体建筑物影响地表为耕地，无建筑物。邻近采区、巷道的层间 情况及影响本工作面位于西一盘区的东部。老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响无附图 1 1413回风顺槽井上、下对照图第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征一、煤（岩）层的基本情况 该掘进工作面所施工的为十四层煤，煤层厚度在0.65m2.05m之间，煤种：褐煤，粉末成黑褐色，油脂光泽，性脆，垂直发育，煤层发育不稳定。煤(岩)层赋存特征见表2、表3 煤 层 特 征 表项 目指 标备 注煤层厚度(最小最大/平均)m1.22.0/1.60煤层倾角(最小最大/平均)()09/5煤层硬度f2煤层层理(发育程度)发育煤层解理(发育程度)不发育绝对瓦斯量(m3min-1)煤尘爆炸指数/%二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数表4 影响施工的其它地质情况表瓦 斯0.450.8m3/min瓦斯等级低瓦斯煤尘爆炸指数强煤的自燃倾向性类自燃发火期12个月三、巷道围岩技术特征表5 巷道围岩岩性特征类别表顶底板名称岩石类别厚度岩 性顶板基本顶直接顶尼质页岩69灰色，易冒落、遇水泥化。伪 顶底板直接底砂页岩砂页互层，遇水泥化，极易底鼓。基本底第三节 地 质 构 造一、巷道煤（岩）层及断层产状参数巷道煤(岩)层产状要素及断层等地质构造的产状参数见表 5 。 二、应力集中区对施工的影响1、瓦斯涌出量增加。2、巷道发生片帮、顶板压力增加。附图 2：1413回风顺槽综合柱状图第 10 页 表 6 巷道煤(岩)层及断层产状参数表名 称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）导（含）水性对掘进的影响程度十四层煤25516509第四节 水 文 地 质一、水文情况：本工作面上覆地表为丘陵山地。地表对本巷道不构成影响。 二、安全隔水层厚度计算 无 三、探放水措施：无第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置一、巷道布置参数表表7 巷 道 布 置 参 数 表巷道名称1413回风顺槽层 位14#水平标高+48m55m工 程 量602m坡 度沿煤层坡度中 腰 线沿偏中心施工，开口位置轨道暗绞L4点处开帮方 位 角方位161510方位变化情况拉门时按161510方位延伸13.米后转弯，曲线R：12m,弧长15.2m,a：702734；最后沿方位角：685211掘送1413回风顺槽。附图 3 1413工程平面图 附图 4 巷道开口施工图二、巷道施工顺序：1、拉门时按165510方位延伸13米后转弯。2、曲线半径：12m,弧长15.2m,转角：702734。3、最后沿方位角：685211掘送1413回风顺槽，工程量为602m。4、开口进入底弯后掘双道车场共30m；开口处架工字钢棚18m。三、特殊地点的施工：1、开口施工时，要浅打眼少装药，施工前，必须加固拉门子处10m范围内的支护，备工字钢棚。2、巷道围岩破碎处，遇地质构造带，必要时，钢带排距缩小为0.5m，用锚网工字钢棚支护。3、绞车壁龛：根据巷道实际坡度情况，在实际给定安装小绞车位置处打一壁龛，规格：宽深高2.0m2.0m2.1m，深度2.0m。作用：安装绞车和开关。支护形式和支护参数同掘进工作面。小绞车固定采用地锚加戗柱固定，戗柱选用3.2m的钢梁。每部绞车用4根锚杆固定，所用的锚杆直径为18mm，长度为2.2m。用4根CK2335型锚固剂锚固，每根锚杆的锚固力不小于50KN。经试车无问题后方可投入作业。4、施工时每隔40m施工一个躲避所，规格为宽度1.5m，高度1.8m,深度1.0m，布置在巷道左侧。支护形式和支护参数同工作面。附图 5 绞车壁龛、躲避硐示意图第二节 矿 压 观 测顶板离层监测每隔50m设置1处，由技术科矿压观测人员进行观测；锚杆螺母拧紧力矩每班必须抽查，每300根锚杆为一组，做一次锚杆拉力试验。第三节 支 护 设 计一、巷道断面巷道断面及支护形式见表8。 表 8 巷 道 断 面 及 支 护 形 式 表 巷道名称断面形状支护形式规格尺寸m荒断面m2净断面m2上宽下宽中高1413回风顺槽梯形锚网9.318.133.03.52.5 附图6 巷道支护断面、平面图。 二、支护方式（一）临时支护：超前支护设计校核：参考以往工作面超前支护经验，采用三根3吋3米长、壁厚3.5 mm ，钢管用吊环与螺纹钢钩连接，前探梁上用刹杆刹严接顶。一、基础资料及荷载计算：1、巷道顶板上部围岩压力拱的计算： b=a/f=1.8/2=0.9m式中： b-压力拱计算高度 m a-巷道荒宽的一半 m f-岩石普氏硬度系数 取：22、巷道空顶压力拱范围内岩石重量; G=bBSr=0.93.70.825=66.6KN式中：b-压力拱计算高度 m 取 0.9m; B- 巷道荒宽 取：.3.7m; S-最大空顶距时单根螺纹钢承载力的距离， 取0.8m。 r-岩石密度： 25KN/m3 G-空顶压力拱范围内岩石重量，取G=66.6KN。二、临时支护构件承载能力验算： 1、前探梁端螺纹钢每根承载能力验算：P=G/n= 66.6/4=16.65KN式中：P-单根螺纹钢承载力 n-前探梁根数 取n=3 G-空顶压力拱范围内岩石重量，取G=66.6KN。每根螺纹钢设计抗拔能力值为： F=Fk=16.650.5=8.32KN式中F-单根螺纹钢设计承载力 KN k安全系数 取0.5 因为：P=G/n= 66.6/4=16.65KN F=Fk=16.650.5=8.32KN所以：前探梁3根能够满足临时支护强度要求。2、前探梁3吋钢管抗弯承载能力的验算： 前探梁按均布荷载简支梁计算； q=(G/BS)Sb=11.67KN/m式中q-单根钢管设计线荷载 KN/m B-巷道荒宽 取：3.7m; S-最大空顶距 取0.9m b-前探梁间距 取0.8m前探梁承受最大弯距： Mx=1/8qL2=1/81332=13.1KN/m Wx= 0.0982 =Mx/Wx=133.7N/mm2式中Mx-单根钢管设计线最大弯距 KN/m B-巷道荒宽 取：3.7m; S-最大空顶距 取0.9m b-前探梁间距 取0.8m q-单根钢管设计线荷载 KN/m L-前探梁支撑跨度 取1m.Wx-3吋钢管抗弯截面系数 mm3-3吋钢管抗弯设计强度 N/mm2因为：=Mx/Wx=133.7N/mm21.9m，符合设计要求。2、锚杆间距、排距计算：D0.5L有效 = 0.51.9 = 0.95m式中：D 锚杆间排距，m； 取0.7m L有效 锚杆有效长度m； 取1.9m 经计算，锚杆间距、排距D取0.7m17.3，符合设计要求。4、锚杆锚固力Q的确定Q = KL有效D2r = 2.51.90.522.289 = 2.72(t)式中 ：Q 锚杆锚固力t； K 锚杆安全系数；取2.5L有效 锚杆有效长度，m；取1.9 mD 锚杆间排距；取0.5mr 视密度，m3/t；取2.289 m3/t5、锚杆的选择直径=18mm的左螺旋等强度锚杆，实验室抗拉能力为长度L =2.0m,承载能力Q5.3（t），所选锚杆参数满足设计要求。 6、巷道支护设计（1）设计方法根据延边地区煤岩基础数据测定与锚杆支护技术研究。（2）1413回风顺槽断面设计1413回风顺槽煤层直接顶属泥岩，性脆，为减少顶板暴露面积，满足生产系统要求，安全第一的思想，断面设计为梯形，巷道规格（净）： 上宽3.0m下宽3.5m中高2.5m，有效断面8.13，巷道掘凿断面规格：上宽3.2m下宽3.7m中高2.7m，断面积9.31m2。钢带排距0.7m；棚距1.4m。（3）顶板破碎无法维护，临时支护不能满足要求时，打前探锚杆进行临时支护，严禁把前探锚杆用作永久支护。第四节 支 护 工 艺一、支护工艺及要求1、锚杆眼施工工艺及要求 顶板锚杆眼施工：采用煤电钻两台，使用28mm钻头，按钢带孔位由巷道一帮向另一帮施工，锚杆眼深2.1m。顶板两侧锚杆偏向巷道两帮，与顶板成75角度，其余与顶板垂直。两帮锚杆眼施工：采用两台煤电钻，使用28mm钻头，按钢带孔位施工锚杆眼。与煤壁垂直。两帮同时施工，帮部锚杆眼深1.4 m。2、安装锚杆工艺及要求 a安装顶锚杆（1）向顶锚杆眼装入3个锚固药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（2）搅拌药卷：用搅拌接头将煤电钻与锚杆变头连接起来，然后开动钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌15s停止。（3）60s后铺设金属网、上钢带，上托盘，采用人工搬扭的方式，将扭矩增加至140NM以上。（4）当顶板有淋水和顶板破碎时，采用全长锚固方式。b安装帮锚杆：（1）向帮锚杆眼装入2个锚固药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（2）搅拌树脂：用搅拌接头将钻机与锚杆变头连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动电钻边搅拌边推动，推入孔底搅拌15s后停止搅拌。（3）安装锚杆：60s后铺设金属网、钢带，上托盘，采用人工搬扭的方式。（4）炮掘时顶板、两帮锚杆钢带支护紧跟工作面外，掘进机掘进时，两帮锚杆钢带支护可以滞后工作面3个排距。当顶板破碎、压力大时，两帮锚杆紧跟工作面。（3）铺网和连网工艺及要求巷道顶和帮的菱形金属网规格0.7m4.2m，顶网、帮网均采用12#铁丝编制。网与网之间采用搭接形式，连网扣间距100mm，用14#铁线双股拧紧。网的铺设要有一定的涨紧力。（4）其它有关要求锚杆采用左螺纹预制拉力锚杆，顶板锚杆长度2.2m，直径18，间距0.8m、排距0.7m。两帮锚杆长度1.5m，间排距同顶板。每根锚杆采用本矿自制的锚固药卷，顶板装入3根、两帮装入2根。根据计算和经验，顶部锚杆扭距不低于140NM，锚杆拉力不低于5.3t，帮部锚杆扭距不低于100NM，锚杆拉力不低于4.0t。二、巷道工程质量 巷道工程质量要求见表7。 三、支护工艺流程窜超前支护至工作面迎头施工顶锚杆眼安装顶锚杆铺顶网连网上钢带施工帮锚杆眼安装帮锚杆连网。表9 锚网巷道工程质量规定表检查项目设计尺寸允许偏差（中心至任意一帮距离）巷道净宽（净宽）中心左800mm中心右2200mm合格-50+150优良0+150巷道净高（净高）2500合格-30+150优良0+150铺网质量搭接连网，连网扣间距100mm， 合格90%以上符合设计优良完全符合设计锚杆扭距（NM）顶140符合设计帮100符合设计锚杆排距顶700100帮700100锚杆锚固力（KN）顶60 合格：最低值不小于设计值的90%。优良：最低值符合设计值。帮40锚杆角度（）优良：2 合格：3锚杆外露长度（）205050第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方法一、巷道施工方法1、见本规程中第三章第一节中二施工顺序 2、施工工艺：先期采用炮掘施工，后期采用掘进机掘进。3、一次循环进度0.7m。 4、最大空顶距0.9m，最小空顶距0.2m。 5、中心设置： 巷道中心设置激光，激光左800m，激光右2200m。二、凿岩（煤）方式凿岩方式：采用煤电钻凿煤（岩），爆破落煤（岩）；后期采用掘进机掘进。第二节 爆 破 说 明 书一、 爆破作业方式 2、爆破作业方式表10 爆 破 作 业 方 式 表巷道断面8.13m2通风方式压入式顶板情况不稳定瓦斯含量1.0%掏槽方式楔形掏槽炸药种类粉状乳化炸药打眼机具煤电钻雷管型号瞬发雷管装药结构正向装药联线方式串联循环进度700起爆方式正向爆破火工品消耗6.37Kg/m炮眼利用率90%二、炮眼布置爆破说明1、炮眼布置（见附图8、附图 9）附图8炮眼布置图 附图9装药结构示意图2、爆破说明（见附表11）表11 爆 破 说 明 眼号炮眼(m、个)装药量角度(0)封泥长m爆破 顺序名称眼 深眼 距个 数抵抗线kg/孔合计kg水平垂直左右仰俯1-2掏槽眼1.01.021.00.450.9750.513-4辅助眼1.00.520.60.30.60.429-14周边眼1.00.7560.70.31.80.4315-19底 眼1.00.7550.70.371.870.445-8顶眼1.00.7540.70.31.20.45合计196.37第三节 装运煤（岩）方式 一、装煤（岩）方式1413回风顺槽先期采用人工装货，之后采用掘进机装货。二、运输方式1、先期采用人工装煤，绞车运输；2、掘进机装货，绞车运输。三、设备及工具配备情况 设备及工具配备情况（见表12）四、管线、轨道敷设1、电缆吊挂在巷道的右帮，其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道上，必须保持平直，每1.2m一个吊挂钩，严禁用铁丝吊挂电缆。风、水管路吊挂在巷道左帮，距底板400，间距300，法兰盘上下位置一致，要求平直，严禁漏水，进行防腐处理。2、工作面材料运输采用18kg/m钢轨铺设轨道，必须按标准铺设。扣件必须齐全、牢固与轨型相符。轨道接头间隙不超过5，高低、左右错差不准大于2。道木间距0.7m ,误差50mm；轨距600mm，误差不大于5，不小于2mm，铺设要齐整。道木规格：长宽高 = 1200150140。 3、开口采用人工装货，钢轨铺至工作面。后期采用掘进机装货，钢轨铺至掘进机后，皮带输送机机尾，以方便生产准备。表 12 设备及工具配备情况表 序号设备、工具名称规格型号单位数量备 注1掘进机EBZ132 I I台12绞车JD-11.4台43JD-25台145煤电钻ZM12/15台26尖、平锹台57尖镐把28撬棍把1附图 10 1413回风顺槽设备布置示意图 第五章 生 产 系 统第一节 一 通 三 防一、工作面通风（一）选择通风方式、通风设备、设施1、通风方式：压入式通风2、通风机供电安全保护： （1）通风机供电采用过流、漏电和接地三种安全保护。（2）采用对旋风机，双电源供电，并保证局扇电机能够自动切换电源。（3）工作面供电必须实现风电、瓦斯电闭锁。（二）掘进工作面风量计算 1、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘 = 100qK掘通（m3/min）式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min； Q掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min；取0.56； K掘通瓦斯涌出不均衡系数；取1.8，则：Q掘 = 100qK掘通 = 1000.561.8 = 100.8101 m3/min2、按炸药量计算：每kg炸药供风25 m3/min（3级乳化炸药）：Q掘 25A（m3/min）；式中：A1次爆破炸药最大用量，kg；取5.0 kg；Q掘 25A = 252.4 = 60m3/min3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风4 m3/min：Q掘 4N（m3/min）式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m3/min4每人每分钟不低于4m3/ min的配风量；N工作面最多人数，人；则Q掘 4N = 420=80 m3/min。4、按风速进行验算：（1）、煤与半煤岩掘进工作面的最低风量（Q煤）：Q煤600.25S岩=600.258.13=121.95123m3/min（2）、按最高风速进行验算：煤与半煤岩掘进工作面的最高风量（Q煤）：Q604S岩=6048.13=1951.21951m3/min式中：S掘进巷道断面面积：8.13经验算确定1413回风顺槽掘进工作面最低风量为123m3/min，符合要求。（三）、局部通风机的选型1、根据Q扇=Q工作面/（1-P100L/100）Q扇 局部通风机吸风量（m3/min）Q工作面工作面需要风量（m3/min）P100 风筒百米漏风率取2L 局部通风机供风距离（m）则：Q扇=Q工作面/（1-P100L/100）=112/1-（21100/100）=144 m3/min根据以上计算，局部通风机选用型号为隔爆型对旋轴流局部通风机其主要技术参数：型号：DBKJN0 风量260160 m3/min； 压风3203100Pa 额定380/660V； 单机额定电流11.1/6.4A 单机额定功率5.5KW；转速1900r/min。一台单机工作，一台备用。2、按局部通风机实际吸风量计算全风压风量：全风压风量：QQ局Ii+60S（m3/min）式中：Q掘进工作面实际需要风量，（m3/min） S巷道断面 取8.13Q掘局部通风机实际吸风量，（m3/min）。根据对旋轴流局部通风机其主要技术参数，取局部通风机吸风量为170m3/min。Ii掘进工作面的局部通风机同时运转台数： 台K为局部通风机所在巷道的最低风速，煤巷取0.25全风压风量：Q掘=Q局Ii+600.25S=170+600.258.13=291.95292m3/min3、根据局部通风机型号选择风筒直径风筒直径选择485mm风筒。（四）局部通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点： 局扇安装在皮带暗绞，为工作面送风。 2、通风系统：新风：主井0运输巷皮带暗绞轨道暗绞工作面乏风：工作面轨道暗绞+40总回风巷副井井筒地面附图 11 通风、消防供水管路系统示意图二、瓦斯防治1、工作面临时抽放瓦斯系统无。2、瓦斯防治措施（1）认真执行“一炮三检”制。（2）甲烷传感器设置两台，一台设置在距迎头5.0内，风筒对侧，距顶板不大于300，距帮不小于200，另一台设置在距回风口1015处。（3）瓦斯员必须执行瓦斯检查制度和请示报告制度。瓦检员每班至少检查三次，并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录。瓦斯员每次检查结果通知现场工作人员。若瓦斯超限，瓦斯员有权停止作业，撤出人员至安全地点。（4）瓦斯员执行瓦斯巡回检查制度。（5）如风筒出口风量难以稀释瓦斯涌出量时，必须换大风机（27.5KW以上）。三、综合防尘1、综合防尘设施（1）、各转载点设喷雾洒水装置。（2）、工作面必须有完善的洒水系统，距迎头50m设置净化水幕；距工作面20m30m处必须设置爆破喷雾装置，爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min。爆破前、后工作面必须洒水。（3）、距工作面迎头60m200m要设置隔爆水袋，按断面200L/，经计算需用水1600L以上，每个隔爆水袋容积40L，需要设不少于40个隔爆水袋，并且连续长度达到20m以上，隔爆水袋间距100mm，排距1.2m，挂在自制的钢筋钩上。（4）、工作面巷道必须定期冲刷，不准有煤（岩）尘堆积。2、综合防尘系统消防水池主井+40回风巷轨道暗绞工作面四、防灭火 （一）相邻采区、相邻煤层、临近巷道火区情况无（二）采取预防性措施在巷道回风侧设置一台一氧化碳传感器，实现全天24小时监控。（三）防火系统（说明防灭火器材的存放方式和地点等）1、1413回风顺槽应每隔50m设置洒水支管和阀门。2、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，用过的也必须放在盖严的铁桶内并由专人定期送到地面处理，不得乱扔、乱放。严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。3、如工作面或巷道内着火时，根据火情，应首先用直接灭火方法（如用灭火器，用水扑灭等）。在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火。封闭火压前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。防火系统：消防水池主井+40回风巷轨道暗绞工作面第二节 压 风 系 统一、掘进工作面风源，压风方式工作面压风来自地面压风机。二、空气压缩机的选择： 1、总耗风量Q计算：Q=nKq=1.151.12151=6.44 m3/min 式中 -管路漏风系数，取1.15； -风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.101.15； -高原修正系数，海拔每增加100米系数增加 1%； n-同型号风动机具使用数量，台，取1；K-同时使用系数，取5；q-风动工具耗风量, m3/min，取1。2、加上备用风量（应为设计风量的20.530）确定空气压缩机：3、压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等：名称：空气压缩机型号：VF-6/8容积流量：6m3/min排气压力：0.8 MPa轴功率：40kw转数：980r/min安装位置：地面工业广场管径：1.5寸敷设路线：副井+40m总回风巷轨道暗绞工作面 附图 12 压风系统示意图第三节 安全监控与通信照明一、工作面监控系统1、安全检测仪器仪表布置 （1）为加强工作面瓦斯管理，必须设置2台甲烷传感器。（2）距工作面5m范围内的回风侧（风筒对帮），距顶板不大于300，距巷帮不小于200处，设置一台甲烷传感器。在掘进工作面巷道回风口以里10-15m处，距顶板不大于300，距帮不小于200处，设置一台甲烷传感器。2、具体措施当工作面瓦斯超限时，断电范围：切断工作面内全部非本质安全型电器设备电源。当各测点瓦斯浓度达到1.0%以下时，方可人工对连锁开关送电，严禁连锁开关自动恢复送电。供给监测设备的电源必须取自风机专供开关的电源侧。 二、工作面的通信，信号设施 1、通信：距工作面30范围内设置一部矿内程控电话，便于工作面里外联系。2、信号：（1）照明和信号装置：采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置为其供电。（2）工作面电气信号，除信号集中闭塞外应能同时发声和发光。（3）打点线必须齐全、可靠。 三、照明设施1、运输、回风、行人巷道：无附图 13 安全监控、通信系统示意图第四节 供电与排水 一、供电设计1、电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等选择动力电压等级为660V；通讯和照明电压为127V，供给（信号、照明使用）。（1）本掘进工作面电源取自井下-60变电所。2、电气设备选用（1）工作面选用一台调度绞车（JD11.4），一台水泵。（2）设备负荷统计见表 13。3、电器开关整定校核计算 电气开关整定校核见表14。表13 电气设备负荷统计表名称设备型号电机数量额定功率(KW)额定电压(V)功率因数额定电流（A）备注绞车JD11.41211.411400.867.04台掘进机1台合计22.8表14开关整定、校核一览表开关型号控制负荷(KW)过载整定（A）短路整定（A）供电电压(V)电缆换算长度（）两相短路电流（A）灵敏度校验QBZ-80N/114011.493611401968QBZ-80N/114011.494011401496QBZ-120/1140401601140QBZ-200/1140281121140二、供电系统：附图 14 工作面供电系统示意图三、“三大保护”及要求：工作面供电必须设有“三大保护”，即过流保护、漏电保护和接地保护。要求保护设置齐全、动作灵敏、可靠。 四、排水系统： 1、排水设备：电水泵。 2、排水路线：工作面轨道暗绞-60水仓0水仓地面附图 15 排水系统示意图第五节 运输系统一、运输方式先期采用人工装煤，绞车运输。后期采用掘进机装煤，绞车运输。二、选择运输设备选择JD系列调度绞车与一吨矿车 三、运输路线1、运煤：工作面轨道暗绞+40回风巷副井地面2、运料：运输路线：地面副井+40总回风巷轨道暗绞工作面。附图 16 运输系统示意图第六章 劳动组织和主要技术经济指标 一、作业方式采用“三八”制作业方式 二、劳动组织 （见工作面劳动组织图表 ）附表 15 工作面劳动组织图表三、作业循环 附图 17 工作面正规循环作业图表四、工作面主要技术经济指标（见表16）表15 工 作 面 劳 动 组 织 图 表序号工 种劳 动 组 织 情 况一班二班三班合计246810121416182022241队 长112班 长11133掘进工22264锚杆工22265掘进机司机11116放炮员11137绞车工33398合 计10111031第 28 页 共 40 页表16 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量备 注1工作面长度6022荒 断 面9.313净 断 面8.134在册人数人315出勤人数人276出 勤 率%867循环进度0.78日 进 尺1.49月 进 尺180m按30d/月10锚杆消耗根/15帮+顶11锚带消耗根/2帮+顶12网的消耗片/2帮+顶13药卷消耗个/43.33帮+顶14火药消耗Kg/6.3715雷管消耗个/2516工 效/工17第 29 页 共 40 页第七章 灾害应急措施及避灾路线 一、灾害预防 1、预防瓦斯、煤尘、火灾的应急自救措施遇有火灾，煤尘，瓦斯、或巷道内散发出有害气体事故时，要立即佩戴自救器，一律向进风方向组织撤人并及时汇报调度。 2、防止水灾的应急自救措施工作面或巷帮有透水预兆时，或遇水灾事故时要立即组织人员向附近巷道高处撤退，迅速撤出事故地点。3、防止巷道冒顶的应急自救措施（1）遇有顶板事故时，未堵人员先撤离到安全地点，人员要及时向矿调度汇报，包括垮顶范围，被堵人数和位置，并积极进行抢救。（2）在进行护救时，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，抢救时由外向里进行，抢救时必须支设临时支护。二、避灾快速反映及逃生路线1、火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故的撤退路线（1）工作面轨道暗绞皮带暗绞0运输大巷主井地面（2）工作面轨道暗绞北翼安全出口2、水灾、顶板撤退路线（1）工作面轨道暗绞+40总回风巷副井地面（2）工作面轨道暗绞北翼安全出口附图 16 避灾路线示意图三、报告顺序及组织求援1、报告顺序：现场人员立即报告井口调度，井口调度接到报告后，立即向井口值班领导及公司领导汇报，井口值班领导立即组织兼职救护队员到现场抢救；公司领导组