5935切眼作业规程.doc

贵州林东矿业集团有限责任公司龙凤煤矿掘 进 工 作 面 作 业 规 程工作面名称：5511运巷总工程师：生产矿长：安 监 处：机电矿长：生 产 科：通 风 科：安 全 科：机 电 科：调 度 室：通 风 队：机 电 队：抽 放 队：运 输 队：施 工 队：编 制：2009年12月16日目 录第一章 概况1第二章 地面位置及地质情况5第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况5第二节 煤（岩）层赋存特征5第三节 地质构造6第四节 水文地质6第三章 巷道布置及支护说明8第一节 巷道布置8第二节 支护设计8第三节 支护工艺10第四章 施工工艺16第一节 施工方法16第二节 掘进方式16第三节 爆破作业17第四节 装载与运输17第五节 管线及轨道敷设19第五章 生产系统21第一节 通风21第二节 压风23第三节 综合防尘23第四节 防灭火25第五节 安全监控26第六节 供电27第七节 排水27第八节 运输27第九节 通信27第六章 劳动组织与主要技术经济指标29第一节 劳动组织29第二节 作业循环方式31第三节 主要技术经济指标32第七章 安全技术措施33总 则33第一节 一通三防33第二节 顶板37第三节 爆破38第四节 防治水46第五节 机电46第六节 运输48第七节 其它51第八章 灾害应急措施及避灾路线53附 件57一、附图57二、作业规程汇审意见表60三、作业规程贯彻人员签字表61第一章 概况一、巷道名称三采区5935联眼。二、巷道用途措施巷。三、巷道性质准备巷道。四、设计施工长度、服务年限5935联眼设计长度为：217m，服务年限：1年。五、巷道平面布置巷道平面布置图见附图一。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况地面相对位置及相邻采区开采情况见表211。表211 井上下对照关系情况表采区三采区工程名称5935运巷地面标高/m+1150+1270井下标高/m+1084+1095地面的相对位置建筑物、小井及其它地面为耕地和荒坡，无建筑物和水体,无小窑开采。井下相对位置对掘进巷道的影响本巷道位于龙凤煤矿9号煤层三采区上部。 邻近采掘情况对掘进巷道的影响5935联眼位于三采区上部，下部为5935运巷，5933采空区。上部未开拓。东翼依次为三采区回风上山、三采区皮带上山、三采区轨道上山。西翼为矿井边界。 第二节 煤（岩）层赋存特征9号煤层位于煤系中部，全区内为稳定可采煤层，结构简单，光亮型为主，较少半亮型，块状结构，煤质好，硬度大，内行节理发育，透气性较好，偶见黄铁矿晶体，常集中于煤层层理面上，厚度2.32.8m，上距8号煤层13.81m左右，下距13号煤层31m左右。煤层特征见表2-21、表2-2-2。表221 煤层特征表项目指标备注煤层厚度（最小最大平均）m2.22.8/2.5煤层倾角（最小最大平均）（）38/6煤层硬度f3煤层层理（明显程度）明显煤层节理（发育程度）发育绝对瓦斯量（m3.min-1）1.56煤尘爆炸性无表222 煤层顶底板情况表顶板顶板名称岩石类别硬度厚度/m岩性特征老顶凌铁质灰岩10.2中厚凌铁质灰岩，节理发育。直接顶粉砂岩12.0一般为1.5m,层理明显。伪顶碳质泥岩00.5碳质泥岩，不稳定。底板伪底碳质泥岩0.3遇水膨胀。直接底粉砂岩7.2直接底为粉砂岩。综合柱状图见附图二。第三节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响由5935运巷、5935联眼和5933风巷掘进过程中收集的资料判断，区内无断层。 二、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）根据工作面实际揭露资料分析，本工作面内无岩浆侵入体、冲刷带、陷落柱等。第四节 水文地质本采面地表为山坡山梁沟谷地形，预计地表水对工作面正常回采影响不大。只有在雨季时由于地表水的积聚下渗，使9号煤上部的含水层充水性增强，会出现局部9号煤基本顶砂岩富水现象，严重时会出现顶板淋水或少量涌水现象。当工作面推进到构造带时，顶板易离层，应加强工作面顶、邦管理，在过构造带时要特别编制相应的安全技术措施和做好巷道排水准备工作。预计正常涌水量为0.18m/h左右，最大涌水量为8m/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本掘进工作面位于龙凤煤矿9号煤层三采区上部，巷道为矩形或梯形断面。巷道均沿9号煤层顶底板掘进，煤层倾角为（38）度，平均为6度。巷道方位为184721，总工程量217m。第二节 支护设计一、确定巷道支护形式根据本采区的柱状资料分析，9号煤顶板直接顶为粉砂岩，厚度为1.5m，属类顶板，采用锚网支护。二、支护参数设计（一）采用类比法合理选择支护参数根据三采区的矿压观测资料和相邻巷道的支护经验，巷道顶、邦锚杆选用20mm2000mm的螺纹锚杆，托板规格150mm。间距700mm，排距800mm。巷道顶锚杆锚固力不小于60kN，扭力矩不小于100Nm。（二）采用计算法校核支护参数1、顶锚杆通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足： LL1+L2+L3式中：L锚杆总长，m; L1锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+0.020.05,顶锚杆取0.07），m; L2有效长度（顶锚杆取压拱高b，邦锚杆取煤邦破碎深度c），m; L3锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8），m。普氏免压拱高：b=B/2+Htan（450-邦2）f顶式中：B、H巷道掘进跨度和高度，B=4m，H=2.5m； f顶顶板岩石普氏系数， 取f顶=4; 邦两邦围岩的内摩擦角，邦取62（查表得）。 b=4000/2+2500tan（450-6202）4 =656mm c=2500tan（450-6202） =623 mm依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶1279mm。所选锚杆长度均能满足计算要求。2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆排距：每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数k，取k2。 kGQa（Q/krL2）12所选顶锚杆的锚固力Q60kN,计算得a1.2m。因此，间、排距能满足要求。第三节 支护工艺一、支护形式及材料规格1、支护形式：5935联眼顶邦采用锚网支护（只支护巷道右帮）。2、支护材料规格：锚杆：20mm2000mm的螺纹锚杆;托板：托板规格150mm球形;药卷：23mm350mm树脂。3、安装锚杆要求：（1）锚杆布置见锚杆支护段平、剖及断面图（附图三、四）;（2）锚杆外露长度从托板算起不大于50mm;（3）锚杆锚固力：不小于60kN。螺母扭力矩：不小于100Nm;（4）锚杆的角度见锚杆支护巷道断面图;（5）均使用树脂药卷，每孔使用两根药卷。安装锚杆时将锚固剂外包装袋去掉，用锚杆顶送至孔底，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间4190s。搅拌停止后，等待90180s，卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。（6）锚杆间排距误差不超过0.1m。（7）锚杆均采用边掘边锚，即“掘一排，锚一排”。4、铺网要求锚网的长度为3.8m，宽度为1m，相邻每行的锚网必须搭接，搭接的长度为100mm，锚网的铺设必须平整，必须紧贴巷道顶板。二、支护工艺及要求（一）临时支护1、临时支护形式（1）临时支护采用前探梁支护。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用大木板背实（长宽厚3500mm150mm70mm），见锚网支护平、剖面图（锚网支护平、剖面图见附图三、附图四）。（2）前探梁及吊环规格：前探梁：采用4寸无缝钢管制作，长5m;吊环：采用链子制作，强度必须达到要求。（3）吊环的固定：使用吊环时，用顶锚杆螺帽将吊环固定在顶锚杆上，螺母必须拧满扣。2、临时支护工艺、工序及要求（1）掘进（爆破）一排锚杆进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶邦的活石悬矸（煤），并进行敲邦问顶工作，确保无安全隐患后，人员站在永久锚杆支护下，在紧靠正头两排锚杆上好吊环，前移前探梁，前探梁上及时用大木板维护好顶板，木大板与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时必须有专人监护顶板及煤邦。顶板维护好后，撤出正头所有人员，由外向里打顶锚杆。（2）上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥、2人顶起锚网、2人穿前探梁。（3）前探梁移到正头后，在最后一个吊环上用木楔将前探梁刹紧。（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，待顶板稳定采取措施后方可继续工作。（5）打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，可以先打其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打齐所有顶锚杆后，才准打邦锚杆。（6）顶板严重不平、巷道开口、巷道转向无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用3根戴帽金属液压支柱进行临时支护。正头煤邦松软时，根据现场情况使用戴帽金属液压支柱及半圆木等临时支护及时护邦。（7）每个掘进头必须配备4根金属液压柱。（二）锚杆支护工艺及要求1、锚杆支护要做到“早、强、密、贴”。早：及时支护,每掘进一排后,必须在永久支护下进行前探临时支护,方可进行其他作业，临时支护长度最大不超过1.2m。强：合理的预紧力（大于100N.m），锚头-杆体-托板系统强度达到要求，锚杆拉拔力实验必须按进度进行，50m/组，每组至少抽查6棵锚杆质量。密：合理的密度和方位，严格按锚杆支护断面图规定的间排距和方位进行施工。贴：托板、钢带、金属网与岩、煤壁紧密贴在一起，锚杆外露长度为2050mm。2、掘进够一排锚杆距离工作人员用长柄工具处理顶邦活矸、活煤，并进行敲邦问顶上前探梁开始吊联网打顶锚杆（每打一根上好托板紧固螺母）用扭矩扳手拧紧螺母。3、锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力必须达到要求。4、巷道超挖300mm，必须在其旁边补打锚杆。5、锚杆头螺纹部分必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。6、锚杆眼必须将眼内煤、岩粉清理干净。7、在巷道的开口处，或顶板的压力较大时，根据顶板情况适当加密锚杆。 (三) 锚索加强支护巷道永久支护后，根据围岩变化情况或在施工交岔点及过断层时要采用锚索支护。1、确定锚索总长度L=La+Lb+Lc+Ld式中：L锚索总长度，La锚索深入较稳定岩层的锚固长度，m；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2m；Lc上托盘及锚具的厚度，取0.2m；Ld需要外露的张拉长度，取0.35m；按GBJ861985要求，锚索锚固长度La的确定： LaK（d1fa4fc）式中：K安全系数，取K=2； d1锚索钢绞线直径，取15.24mm；fa钢绞线抗拉强度，N/ mm2，取1883.52 N/ mm2;fc锚索与锚固剂的粘合强度，取10 N/ mm2。 La2（15.241883.52410）=1.435mL1.4420.20.353.99m通过以上计算，设计取锚索长度为6 m。2、锚索倾角：锚索垂直巷道顶板布置。3、锚索数目的确定： NKW/P断式中：N锚索数目；K安全系数，一般取2；P断锚索的最低破断率，268.5KN；W 被吊岩石的自重，KN。按下式计算： W=BhD式中： B 巷道掘进宽度，取最大宽度4.2；h悬吊岩石厚度，取2 m；悬吊岩石平均容重，19.99 KN/ m3;D锚索间排距，取不大于锚索长度1/2，取1.5 m。则W=4.21.519.992=251.87 KNN2251.87268.5 1.882根在安装锚索时，是在原锚网的基础上加强支护，故2根即可满足要求；采用锚索加强支护时每孔使用4根药卷。第四章 施工工艺第一节 施工方法5935联眼是沿煤层掘进，采用局部通风机通风，巷道掘进时采用人工爆破掘进。第二节 掘进方式一、炮掘施工方式1、掘进施工时采用普通钻爆法施工工艺。采用先拉槽、后刷邦压顶的方法。2、钻爆工艺流程钻眼前的准备钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯 撤人设警戒爆破检查瓦斯及爆破效果临时支护洒水消尘、维护顶板运煤打顶锚杆打邦锚杆清浮煤运料接输送机文明生产。3、钻爆工序要求1）钻眼前，必须详细检查正头10m范围内的支护，发现问题及时处理。2）必须依据中线布置眼位。3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。5）爆破采用正向装药，串联式联线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用1个水炮泥。6）爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点和贯通地点的各个通道口爆破撤人距离以外安全有掩护的地点设置警戒。每一警戒点搁2人放警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知已设好警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。三、工作面设备布置工作面设备布置图附图五，设备型号及数量见表421。表421 设备布置表序号名称型号单位数量动力配套方式1刮板输送机SGB-620/40T台2电动独立2锚杆钻机MYT120B2台2电动独立3风煤钻ZMQ17台1风动独立第三节 爆破作业采用普通钻爆法施工工艺。炮眼布置图与爆破说明书见附图六。第四节 装载与运输一、装载与运输方式1、人工装（运）煤：工作面（刮板输送机）5935运巷三采区皮带上山三采区煤仓（自溜）三采区主井地面煤仓。2、材料及设备运输：材料及设备采用架子车（矿车）装好，由三采区副井运至三采区井底车场，经三采区轨道上山在经5935运巷运输到工作面。3、人员运输：步行到工作面。二、运输设备的铺设及安全设施（一）运输设备的铺设1、轨道的铺设（1）轨道至人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两邦设备及风水管路间距不小于500mm，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，轨枕间距不大于1m，并且轨枕必须垫实。（2）不同轨型要集中铺设，严禁不同轨型钢轨混用。（3）运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔使用灵活可靠。2、带式输送机、刮板运输送机铺设（1）输送机机头、机尾距巷邦距离不小于700mm，中间部分距巷邦距离不小于500mm。（2）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。（3）刮板输送机机头、机尾必须打压柱。3、绞车的安装：小绞车固定采用地锚和压柱固定，压柱必须打紧打牢。（二）安全设施及要求1、斜巷运输“一坡三挡”必须齐全有效，并且灵活可靠。2、斜巷提升运输下部车场必须设置躲硐室。3、绞车钩头和插销，必须使用试验合格的产品，严禁使用不合格的连接装置。4、绞车运输保险绳等安全设施必须齐全有效。（三）装载设备运输方式装载设备：人工攉煤 运输方式：刮板运输机配合带式输送机运输。第五节 管线及轨道敷设一、各类管线、运输设施的布置及要求1、风筒、风管、水管、电缆、带式输送机、枕木及轨道按巷道断面图布置。2、风筒吊挂靠上邦、顶锚杆外端吊挂，要求做到逢环必挂。风筒距工作面正头不大于5m。3、风管、水管用铁丝捆绑在邦锚杆上，每隔35m捆一道，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m，必须吊挂牢固。4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。5、轨道枕木必须铺在实底上，掘进巷道轨道使用12kg/m单轨铺设，轨距0.6m，轨道距人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两邦设备及风水管间距不小于500mm。要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内差不超过5mm，轨枕间距不得大于1m，并且轨枕必须垫实。二、管线及轨道敷设方式管线及轨道敷设方式见表451。表451 管线及轨道敷设方式表序号名称规格型号数量/m与工作面间距/m轨枕间距/m轨面高底差/mm轨道接头间隙/mm1轨道122172001.02102风筒80021753风管150217204水管150217205电缆100第五章 生产系统第一节 通风一、通风方式采用压入式通风，用局部通风机送风。二、掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1001.561.7 =265.2m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1的换算值;q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.56m3/min;k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般可取1.7。2、按炸药量计算：Q=25A=258.7=217.5m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;25每千克炸药不低于25m3的配风量;A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;3、按人数计算：Q=4n=460=240m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人第分钟不低于4m3/min的配风量;n掘进工作面同时工作的最多人数。4、确定掘进工作面实际需要风量：确定掘进工作面实际需要风量：265.2m3/min。5、掘进工作面风量、风速测算：（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算巷道风速为：V=Q/S=265.2/(9.660)=0.46m/s式中： V巷道风速，m/s;Q巷道 风量，m3/min;S巷道断面积，m2;（2）根据煤矿安全规程中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.46m/s，符合煤矿安全规程规定。6、风机选型选用230KW局扇一台,风量为380620m3/min，要求供给工作面的风量不得低于266 m3/min。三、局部通风的安装地点局部通风机安设三采区皮带上山与5935运巷交叉点处通风系统图见附图七。第二节 压风本工作面风源来自地面工业广场压风机房，共安装压风机两台，一台工作，一台备用，承担井下五采区的工作面用风。通过压风管路到达掘进工作面用风地点，主管的管径为150，支管管径100。压风设备技术参数见如下表521。表521 压风设备配备表序号设备名称型号数量（台）管径（mm）风压（MPa）安设 位置 敷设方式支管支管 1压风机LGD250/035AH11501001.0地面2压风机VFY-6/7-KB11501000.7地面压风系统见附图八。第三节 综合防尘防尘供水水源来自三采区地面工业广场水池，工作面供水管直径不小于50mm，保证水质清洁，水中悬浮物含量不得超过150mg/L，粒径不大于0.3mm。严格执行掘进工作面综合防尘标准，具体规定如下：1、防尘管路铺设：防尘管路在井筒内及采区上山每隔50m设一个三通阀门，在掘进巷道内每隔100m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有线性漏水，三通阀门必须上手把，手把必须安在人行道一侧。2、净化水幕：（1）距正头50m范围内安装一道净化水幕，距巷道开口30m以里安设一道净化水幕。（2）净化水幕水管：水管的长度不得小于巷道宽度80cm；水管要安装在距顶板不超过30cm的位置；水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距3040cm。（3）喷嘴的方向：距巷道口30m范围内的净化水幕喷嘴方向与风流方向一致；距工作面50m范围内的净化水幕水管喷嘴方向与风流方向相反；喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。3、转载点喷雾（1）所有运输巷的转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，必须连接阀门喷雾设施、管路接头，三通不得有流线性漏水，阀门必须安装在人行道。（2）喷嘴高度安在距转载点4050cm、宽度20cm的位置，而且喷嘴必须正对转载出煤点。（3）所有喷雾必须呈雾状。4、巷道冲洗：工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风面的煤尘厚度不得超过2mm，巷道底板煤尘厚度不超过2mm，堆积连续不得超过5m。5、其他：（1）带式输送机头处必须设置专用的灭火阀门、变头及洒水胶管。（2）巷道要上隔爆水袋，隔爆水袋总水量2100L。6、防尘系统示意图见附图九。第四节 防灭火9号煤层无自然发火倾向，但必须执行以下措施：1、在井口附近设置消防水池，消防水池保持不少于200m3的水量。将管路安设到规定的各个地点，巷道内消防管路系统应每隔100 m设置支管和阀门，带式输送机每隔50 m设置支管和阀门，且随时保持防尘系统完好，有足够的水量。2、开采煤层必须作煤层自燃倾向性鉴定。3、井下输送机用阻燃胶带。各部胶带输送机机头配备2只合格的灭火器，灭火器必须放置在架子内，吊挂在离带式输送机头5m便于取用的地方。4、电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室作详细汇报。5、井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火，严禁带火种入井，严禁使用灯炮取暧。6、巷内浮煤定期清扫，煤尘定期冲洗。7、巷道内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。8、搞好井下电器设备的三大保护，加强电气火灾的防治，对各类电缆要加强管理，防止电缆燃烧。严禁明火作业，严禁电气失爆。易磨擦、撞击产生火花的地点洒水降温。9、严格按规程规定进行放炮，特别是对于预测孔放炮前必须用黄泥封孔。10、当工作面出现煤炭自燃的征兆时，必须立即向矿汇报进行处理。11、每季度应对井上、下消防管路系统，防火门，消防材料库和消防器材的设置情况进行一次全面的大检查，发现问题，及时解决。12、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，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；封闭火区前，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。第五节 安全监控1、为了加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装1台分站，两枚瓦斯传感器。2、在工作面距正头5m处的回风侧且距顶板不大于0.2m、距巷邦不小于0.3m处设置1枚瓦斯传感器，其断电值为1.0%（CH4）。在掘进工作面巷道回风口以里1015m处，距顶板不大于0.2m距巷邦不小于0.3m处，安装1枚瓦斯传感器，其断电值为1.0%（CH4）。3、断电范围：当巷道内瓦斯超限时，切断巷道内全部非本安型电器设备电源；当各测点瓦斯斯浓度达到1%以下时，方可人工对联锁开关送电，严禁联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。4、每班队长、班长、电工、必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。5、有皮带输送机的巷道内必须按规定安设烟雾传感器。第六节 供电供电系统见附图十。第七节 排水根据地质资料提供本工作面最大涌水量为0.5m2/h左右，根据煤层的赋存情况及底板的起伏情况施工临时水窝，在水窝内安设潜水泵排水。第八节 运输运输系统见附图十一。1、运煤系统：工作面5935运巷三采区皮带上山三采区井底煤仓三采区主井地面。2、材料设备运输系统：三采区主井井底车场 三采区轨道上山5935运巷 工作面。3、人员输送系统：三采区主井 井底车场三采区轨道上山三采区皮带上山5935运巷工作面。第九节 通信井下掘进工作面与矿调度室、绞车房、车场、配电室等地点通讯联系，采用程控自动交换机。电话机型号为KTH13型矿用本质安全型壁挂话机，矿调度室机房300门位四号调度交换机台。通过通讯电缆敷设到井下各地点。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织1、劳动组织：各工种各班人员配备见表611。表611 劳动组织表工种每班圆班工种每班圆班出勤在册出勤在册出勤在册出勤在册直接工班长2244辅助工收尺员1111司机2244绞车工1122打眼2346挂钩工1122装运2346维修工1122支护2346小计4477小计10132026合计14172833备注有工种为综合工种。2、作业方式：两掘一准。3、严格执行交接班制度：（1）各班必须严格执行交接班制度。（2）每个生产班必须由班长统一领工，做到集体入井、集体交接、集体收工、集体出井。（3）每个班入井前，必须由队当日值班领导主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；二是进行安全预想、讨评。班前会要准时、简明，安全准时到达作业地点。（4）进入作业地点后，必须与上一班岗交岗、口对口交班，交不清不能走。（5）每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准化的要求，在本班内保质保量按时完成额定工作任务。（6）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。（7）交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。（8）凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。（9）接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。（10）交接双方班长要相互协调，如发生争执意见，必须及时向当日矿值班领导汇报，并按矿值班领导提出的协调意见执行。第二节 作业循环方式一、炮掘循环方式表621 炮掘正规循环作业图表工序时间(min)一班二班三班8 9 10 11 12 13 14 15 16160081交接班10同一班防突班2中线检查53打眼304安全及瓦斯检查55装药106联线、设岗107安全及瓦斯检查58放炮309安全及瓦斯检查510临时支护1511洒水防尘512运煤3013打顶锚杆3014打邦锚杆4015清浮煤2016运料17接输送机4018文明生产10备注每班必须按防突措施允许的距离掘进。当生产班的掘进距离达到防突措施允许的距离后，必须停止掘进，下一班必须采取防突措施。第三节 主要技术经济指标技术经济指标表631。表631 技术经济指标表指标名称单位数量备注指标名称单位数量备注坑木消耗m2/m0锚杆支护钢材消耗Kg50锚杆支护0.1架棚支护400架棚支护雷管消耗发/m20锚杆支护炸药消耗kg/m6.5锚杆支护锚杆消耗根/m7.5锚杆支护循环出勤人数个14托板消耗个/m7.5锚杆支护循环在册人数个17锚网消耗m2/m3.8锚杆支护效率m/L0.147锚固剂消耗个/m12.5锚杆支护日进尺m48循环进尺m1.2昼夜循环数个4每米成本元第七章 安全技术措施总 则必须严格执行煤矿三大规程，坚决贯彻“安全第一，预防为主，综合治理”的方针，坚持“先安全后生产，不安全不生产”的原则。加强对职工自主保安能力和技术业务水平的学习，做到安全、质量和效益挂起钩来。各工种必须严格按本工种的操作规程操作，特殊工种必须经有资格的单位培训合格后持证上岗。施工单位严格按巷道设计施工，严格按质量标准化施工。严禁违章作业和违章指挥。在施工过程中若发现地质情况发生变化，应及时汇报进行分析处理，若发现与本规程有不适应之处，应及时反映以便及时修改和补充完善本作业规程。第一节 一通三防一、通风瓦斯管理1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。2、局部通风机由专职瓦检员负责管理。3、一台专用变压器只准为一个采区供电，且最多允许负担4台局部通风机。一台局部通风机只准向一个工作面供风。一个掘进面只允许由一台局部通风机供风。4、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于900的应设弯头，一台局部通风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补或更换，风筒百米漏风率应控制在10%以内。5、风筒出口到工作面距离不超过5m。6、安装局部风机要求距轨道大于50cm，离地高度大于30cm；局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积。7、局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否循环、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量率和瓦斯等内容。8、风筒的安装使用必须符合下列标准：（1）风筒无破口，末端两节除外。（2）风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。（3）风筒拐弯处要设弯头（弯度小于或等于902）。异径风筒要用过渡节，先大后小，不准花接。（4）风筒跨过轨道时，要保持风筒高于车沿20cm以上，防止车辆碰撞风筒。9、局部通风机必须实行“三专两闭锁”。10、局部通风机不得随意开停，如遇突然停风，人员要及时撤至风机以外的安全地点，并设置栅栏、揭示警标，严禁人员入内，电工闭锁动力总开关。恢复正常时，首先按规定排瓦斯，并检查瓦斯浓度，无安全隐患后才准进入工作面。排放瓦斯时严格按有关规定执行。11、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出口这一段巷道中的风流。距顶板20cm距煤邦30cm范围的瓦斯浓度达到2%，体积大于0.5m3的空间，为掘进工作面局部瓦斯积聚。其20m范围内必须停止机器运转，切断电源，除处理瓦斯工作外，禁止进行其他工作。12、掘进无计划停电、停风的地点，必须切断电源，在盲巷口设置栅栏、揭示警标，由专职瓦检员或爆破工在巷道口新鲜风流中看守，任何人不得进入停风区，看守人员必须现场交接班。13、加强瓦斯检查工作，杜绝瓦斯超限作业。瓦斯员必须坚守工作岗位，按规定检查瓦斯，做到勤检多检，当工作面瓦斯浓度达到1%时，必须停止打眼。放炮地点附近20m范围内的瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮，当工作面的瓦斯浓度达到1.5%时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，并向调度室汇报，请示处理。电机及其开关附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须撤出人员，停止电器设备的运转，切断电源，设置警戒，并向调度室汇报，请示处理。只有当瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工送电进行开机作业。14、掘进工作面必须安设瓦斯探头，一台监视正头瓦斯变化情况，另一台监视回风流瓦斯变化情况。15、该掘进巷道以里所有电器设备电源，必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁。16、停风时，工作面所有人员都要撤至新鲜风流中，送风排瓦斯必须由通风人员进行，严禁“一风吹”，严格按排放瓦斯规定执行。瓦斯排放完后，必须经瓦检员同意后才能送电。17、分别在距正头5m处及回风巷口以里1015m内安设瓦斯探头。瓦斯监测探头距迎头距离为 510m，放炮前瓦斯员必须将探头撤放在安全地点、并且保护好、防止放炮冲坏，放炮后瓦斯员必须将探头挂在规定的位置。18、人人爱护通风设施，不得随意移动瓦斯监测探头。发现损坏，及时汇报通风部门处理。19、人员过风门时，必须随手关风门，井下所有正向风门必须联锁，防止风流短路。二、防尘管理1、掘进工作面必须有完善的洒水系统，距工作面50m范围内必须安装一道水幕，并且在距工作面2030m处必须设置爆破喷雾装置。综掘机掘进或爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min，爆破前后煤（岩）头必须洒水。掘进面各转载点喷雾设施的操作阀必须设置或用高压管引接到人行道侧，便于操作。2、工作面巷道必须定期冲洗，煤尘堆积厚度不得超标（即厚度达到2mm）。全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗、清扫工作，连同巷道内浮煤定期清运。3、打眼时必须坚持湿式打眼，严禁打干眼。4、巷内必须建立完善防尘洒水管路，并每隔50m安设一道三通阀门。5、煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。6、刮板输送机与带式输送机的转载落差均不得超过0.5m，否则应安装适合煤流导向板。7、防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。8、工作面工作人员佩戴防尘口罩。第二节 顶板1、开工前，必须严格执行 安全检查制度，工长和安全员检查正头顶、邦情况，确认无问题后方可施工。2、严格执行“敲邦问顶”制度（工作面必须配备镐、长柄等敲邦问顶工具），仔细检查顶邦围岩情况，处理净活矸、危石，确保施工安全。3、严禁空顶作业，最大空顶距离不超过 400mm，必须在有正式支护或临时支护下打眼，锚杆眼的方向、角度必须按巷道断面图施工。4、施工队要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够、托板变形、缺少螺母、穿皮锚杆等不合格锚杆时必须及时补打。5、发现顶板压力大、顶板离层、托板变形、钢带断裂、网包增多、顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待压力稳定后，由外向里进行顶板维护。6、处理冒顶区段，队长、工长、安全员必须现场指挥，抽调至少2人以上的老工人配套作业，1人工作、1人监视顶板，发现有冒顶、片邦预兆时，要将人员立即撤至安全地点。7、冒落高度在1m以上时，接顶前先检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。8、处理冒顶前，要把障碍物清理干净，确保退路畅通，及时在冒顶区的边缘打不少于3排戴帽柱，戴帽柱每排3根，防止冒顶区域的扩大。9、处理冒顶时，首先用2.5m以上长柄工具由外向里处理干净顶邦活矸，顶板处理好后，及时支设戴帽柱临时维护顶板，如可以打锚杆时由外向里逐排补打，如支棚时由外向里逐架支设，必须接好顶。10、施工中要有专人监视顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。11、处理过程中，瓦检员要随时检查瓦斯情况，有问题要立即停工撤人。12、如遇顶板有淋水，停止作业汇报调度室，经地质部门检查无问题后，方可施工。必须“掘一行，锚一行”。加强顶板管理，在顶板淋水段必须缩小锚杆排距，如发现顶板压力大，顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待顶板稳定后，由外向里进行施工。第三节 瓦斯治理一、 “一通三防”情况1、瓦斯赋存情况5935联络巷地质条件较简单，在过断层附近时，瓦斯涌出量明显增加，煤层松软时瓦斯含量就大。2、瓦斯涌出5935联络巷瓦斯的来源主要是本煤层瓦斯涌出（9#煤层），预计该工作面绝对瓦斯涌出量为3.1m3/min（风排瓦斯2.0m3/min，抽放混合量25m3/min，抽放浓度为5%，预计抽放纯流量在1.1m3/min左右）。3、通风系统基本情况（一）、工作面通风方式该工作面采用压入式通风方式，该三采区地面安设同等能力的主扇两台（一台工作，一台备用），其型号为BD - -8NO 18 ，电机功率275KW，负压6702500Pa，供风风量18004200 m3/min。（二）、工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1001.91.7 =323m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1的换算值;q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.9m3/min;k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般可取1.7。2、按炸药量计算：Q=25A=258.7=217.5m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;25每千克炸药不低于25m3的配风量;A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;3、按人数计算：Q=4n=460=240m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人第分钟不低于4m3/min的配风量;n掘进工作面同时工作的最多人数。4、确定掘进工作面实际需要风量：确定掘进工作面实际需要风量：323m3/min。5、掘进工作面风量、风速测算：（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算巷道风速为：V=Q/S=323/(9.660)=0.51m/s式中： V巷道风速，m/s;Q巷道 风量，m3/min;S巷道断面积，m2;（2）根据煤矿安全规程中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.46m/s，符合煤矿安全规程规定。6、风机选型选用230KW局扇一台,风量为380620m3/min，要求供给工作面的风量不得低于323m3/min。三、局部通风的安装地点局部通风机安设在三采区皮带上山与593轨道上山交叉点位置。4、抽采系统情况(1)、至2005年10月建立完善了两套地面永久瓦斯抽放系统。地面安设高负压低流量抽放泵两台，一台工作一台备用。其型号与功率分别为：SKA-400，电功率90KW，SKA-420，电功率110KW；高负压低流量抽放系统对本煤层及邻近层施工高位钻孔对瓦斯进行采前预抽和边抽边掘，形式及布置方式（如图）,经改造后2009年4月建立完善了两套地面永久新瓦斯抽放系统。一套为高负压低流量抽放泵两台，一台工作一台备用。其型号与功率分别为：SKA-720，电功率900KW，SKA-670，电功率500KW；一套为低负压高流量抽放泵两台，一台工作一台备用，型号与功率分别为：SKA-720，电功率900KW，SKA-670，电功率500KW，抽放能力将达到800万m3 。（2）、5935联络巷采用超前预抽钻孔抽放煤体瓦斯，布置钻场7个，右帮7个，钻进量1050米，共施工钻孔1050米。即5935联络巷右帮每隔30米施工一个钻场，左右帮都布置3个超前预抽钻孔，孔深50米。二、瓦斯治理工作规划1、瓦斯治理工作目标做到掘进工作面在掘进过程中瓦