二采区一区段溜煤上山作业规程.docx

目 录第一部分 编制概要4第一节 编制要求4第二部分 规程编制8第一章 概 况8第一节 概 述8第二节 编写依据9第二章 地面相对位置及地质情况11第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况11第二节 煤（岩）层赋存特征12第三节 地质构造13第四节 水文地质14第三章 巷道布置及支护说明15第一节 巷道布置15第二节 矿压观测15第三节 支护设计16第四节 支护工艺17第四章 施工工艺21第一节 施工方法21第二节 凿岩方式21第三节 爆破作业22第四节 装载与运输24第五节 管线及轨道敷设24第六节 设备及工具配备25第五章 生产系统26第一节 通风26第二节 压风33第三节 瓦斯防治34第四节 综合防尘34第五节 防灭火35第六节 安全监控36第七节 供电37第八节 排水37第九节 运输37第十节 照明、通信和信号37第六章 劳动组织及主要技术经济指标39第一节 劳动组织39第二节 作业循环40第三节 主要技术经济指标41第七章 安全技术措施43第一节 施工准备43第二节 一通三防43第三节 顶板49第四节 爆破52第五节 防治水56第六节 机电57第七节 运输59第八节 其他61第八章 灾害应急措施及避灾路线62第一节 灾害应急措施62第二节 避灾线路64第一部分 编制概要第一节 编制要求一、 巷道施工要求(一)二采区一区段溜煤上山作为二采区施工21031回风巷时的运输使用，井巷设计长度480m，采用钻爆法施工。(二)巷道位于祥兴煤矿二采区范围内，按中、腰线施工，设计方位209，坡度为40，沿3#煤层前掘，属于顺煤层施工巷道。(三)相关部门提供的图纸有，井上下对照图、地质地形图、水文地质图。二、 此作业规程附有以下图纸(一)巷道布置平面图、剖面图。(二)地层综合柱状图。(三)地质平面图、剖面图。(四)巷道支护断面图。(五)临时支护平面图、剖面图。(六) 设备布置示意图，供电系统示意图。(七) 炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。(八) 通风系统示意图。(九) 运输系统、排水系统、防尘系统示意图。(十) 抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。(十一) 避灾路线示意图。三、 巷道布置原则此巷道在设计布置时充分考虑了工业广场、水文地质、经济等因素，并以安全、经济为原则来进行施工布置。四、 掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号五、 相关内容规定煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，在作业规程或施工措施中已明确规定。六、 其它专项安全技术措施编制要求(一)专项安全投术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。(二)编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件;要使安全技术专项措施符合工程设计文件的规定。(三)出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施并报矿总工程师进行审核。1施工过程中突然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等;2遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区;3施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层;4在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全;5施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符;6作业规程有关规定不具体或末包括的内容;7其他可能受到危害或威胁的施工现场。(四)安全技术专项措施编制的内容:1施工方法、工艺、工序安排等;2支护方式和支护材料;3生产系统与原规程不同的，在措施中说明;4工程的规格尺寸等，要有附图;5其他与措施有关的内容。七、 巷道贯通专项安全技术措施。(一)必须符合 煤矿安全规程第一百零八条的规定。(二)工序安排，在掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20 m前，只准从一个掘进工作面向前贯通，另一个工作面必须停止作业等。(三)工作面加强顶板支护的支护方式。(四)贯通前长探短掘，明确探眼的位置、角度、深度、数量，附三视图。(五)制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设施采取保护措施。(六)水、火瓦斯及有害气体的检查和处理办法。(七)贯通前通风，贯通后调风的方法，附贯通前后通风示意图。(八)有水患的巷道贯通，制定探水、放水、排水的办法。八、 预防瓦斯突出专项安全技术措施（另行编制区域和局部防突措施，并包括以下内容）(一)煤与瓦斯突出的预兆。(二)防突措施的选定。(三)注水措施技术参数。(四)预测指标和临界值的选定。(五)预测方法。(六)操作要求。(七)安全防护措施及防止灾害扩大的措施。九、 出现下列情况之一时必须重新编写作业规程(一)地质条件和围岩有较大变化。(二)改变了原巷道规格和支护形式。(三)改变了原施工工艺和主要工序安排。(四)原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。第二部分 规程编制第一章 概 况第一节 概 述一、 巷道情况工程名称二采区一区段溜煤上山设计长度（m）480巷道与煤层位置简述该巷道在3#煤层内施工，按209方位施工，预计煤层倾角5575之间，应注意超前支护及防突工作。用途作为一采区备用工作面运输、通风煤岩别半煤巷施工要求（误差）中心（边线）左100mm右100mm施工起点标高+1490.4m腰线上100mm下100mm中/腰线中线方位角209坡度小于17掘进工程量（m3）4420支护方式锚网索净高2.8m净断面8.3m2装运方式工作面使用SGB40T型刮板运输机配合皮带及1.1 m3矿车净宽3.4m掘进断面9.2m2墙高1.1m服务年限2年预计开工时间2013.8.5预计竣工时间2013.12.31通风方式2*30kw局部通风机压入式通风所需风量408.75所需设备风动凿岩机3台、刮板运输机1台、可伸缩皮带1台、风动防突钻机3台、风镐5台、液压锚杆机1台、气动锚杆机1台、局部通风机2台、潜水泵2台、开关4台。二、 施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大的时候立即汇报矿总工程师，采取其它加固措施或更换支护方式。在施工中严格执行探放水以及防突工作，特别是上部原采空区积水应加强注意。三、 巷道布置平面图（附图一）第二节 编写依据一、 经过审批的设计及其批准时间等1、 根据盘县西冲镇大湾祥兴煤矿（整合）初步设计相关资料进行编写;2、 根据盘县西冲镇大湾祥兴煤矿资源储量核实报告相关资料进行编写;3、 根据煤矿安全规程相关规定进行编写;4、 根据防治煤与瓦斯突出规定相关内容进行编写;5、 根据煤矿防治水相关规定进行编写;6、 根据贵州煤矿安全质量标准化相关规定进行编写;7、 根据煤矿安全技术操作规程相关内容进行编写;8、 根据防突设计相关内容进行编写;9、 根据防灭火设计相关内容进行编写;10、 根据2009年瓦斯与二氧化碳鉴定报告相关内容进行编写。二、 地质说明书根据初步设计方案本巷道需穿越的地层为第四系（Q）、二叠系上统宣威组（P3xn）,所穿越地层,多为灰深灰色粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层，坚硬程度：极软岩较硬岩，基本质量等级为类。二叠系上统宣威组（P3xn）为矿区直接充水岩层，含裂隙水，为弱含水层。三、 矿压观测资料根据初步设计方案相关内容，巷道在过煤层以及地质破碎带期间应加强对矿压的观测，主要观测手段为钢尺测量巷道宽、高、拱距，巷道变形量达10%以上则进行修复。四、 其他技术规定根据巷道坡度、方位安装矿用激光指向仪，严格按方位及坡度控制。在采用锚网索支护时托盘及锚网必须紧贴煤岩面，严禁出现空帮空顶现象，锚杆必须使用20mm右旋全螺纹等强度锚杆，不得使用其它型号类型的锚杆，严禁超挖及欠挖，如果超挖必须使用矸石背帮或喷填，严禁使用木质材料进行填充。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根据调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1775m，最低+1745m，在整个二采区一区段溜煤上山上方无任何路桥、建筑及设施，地表为山地类型，有部分山地覆盖。在此巷道上方有1#，3#采空区，已开采至+1423m，比现掘进工作面低67m，各采空均已全部垮落，并设置密闭及反水池，根据钻孔资料分析，无采空积水情况。在巷道掘进范围内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，通过裂隙有部分地表水渗入井下，对施工影响较大的主要是探放水以及排水工作，但影响不大。在二采区一区段溜煤上山右侧60m平行位置3#已回采结束的巷道（原3031工作面运输巷），巷道在掘进至135m左右会见断层F83，其断层断距约为30m（根据原3#煤层进行推断），预计过断层长度为70m。 在施工至断层时应注意巷道临时支护，加强找顶工作及工程质量，防止巷道因地压而变形严重。第二节 煤（岩）层赋存特征该煤层全区可采，煤层稳定，厚2.00m左右。煤层顶板为粉砂质泥岩，底板为粉砂岩。参照临近矿井（盘江集团金佳矿相关数据）我矿4#煤瓦斯含量为17.68 m3/t。根据矿井瓦斯等级鉴定规范（AQ1025-2006）单条掘进巷道在绝对瓦斯涌出量大于3 m3/min、定为高瓦斯矿井，但我矿井田曾经发生过突出，所以严格按突出矿井、所有煤层均按突出煤层进行管理。井田内未发现高温异常区，煤系地层百米井温梯度小于3，因此，本矿地温正常。由于二采区一区段溜煤上山在掘进期间只针对4#煤层，在解放层保护范围外我矿严格执行先抽后掘的原则，故不对其它煤（岩）层进行技术特征分析。地层综合柱状图（附图二）第三节 地质构造一、 二采区一区段溜煤上山所经煤岩走向为211235，倾向为121145，倾角5575。在巷道掘进期间将会穿过F83断层，位于唐家沟以北，地表所见东端交于F86断层，推测该断层长650m，走向339，倾向北东，倾角25，地层断距15m左右，该巷道范围内无大型褶曲,主要是断层裂隙发育，但断层导水性差，根据在采空积水区及断层导水带，巷道保护距离已大于30m，能完全满足防治水需要。地质储量报告此井田内无陷落柱，只考虑与原采空区积水与附近几条巷道的保护距离。二、 目前二采区一区段溜煤上山根据初步设计无冲击地压威胁，但在+1400m以下的巷道会随着采深的增加而日益突出，如在掘进期间发现有冲击地压现象，立即采取相应的技术方案。三、 由于该工作面是顺煤层施工巷道，必须使用经定期验证的地质资料进行参照。四、 在掘进期间由项目部相关技术人员按相关规定按比例绘制地质平面图、剖面图，在采掘工作平面图上标明相应的断层、见煤点等详细资料，定期交矿总工程师进行分析以便指导下一步生产。第四节 水文地质一、 在二采区一区段溜煤上山掘进区域的主要水源有雨季地表渗水、采空区积水渗水、裂隙水以及煤岩含水。根据轨道井掘进期间资料分析含水层厚度810m，涌水量不大，经实测，在雨季裂隙涌水、断层导水、采空区渗水量最大为13m3/h左右，主要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而增加，对掘进期间有一定的影响，在排水设备正常的情况下能及时排出工作面积水。二、 该巷道的区域内的主要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，轨道井在掘进打钻进的相关资料。该巷道上方有原1#、3#采空区，无采空区积水、根据开工前钻孔资料及情况分析，钻孔涌水量不大，防治水方面对施工安全无较大影响。三、 在井田范围内只有弱含水层，无承压水等。上部采空区无积水，不存在较大安全水患问题。四、 探水相关措施及方案另附第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、 二采区一区段溜煤上山位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田一采区区域内，巷道开口在4#煤层，开口标高+1490.3m，设计净断面8.3m2，掘进断面9.2m2。巷道掘进工程量4420m3，设计坡度小于17，腰线为底板往上1.1m，中线按激光指向仪距离顶板0.3m位置，巷道开口点坐标（X:2850382.434，Y:456533.365，Z：+1490.3m）设计方位209。二、 我矿井田内未发现有冲击地压现象，巷道尽量布置在砂岩及粉砂岩中，巷道断面的设计按10%支护变形后进行设计。三、 巷道开口施工:巷道开口处使用U型棚+锚网索喷加强支护，每掘进0.8m立即进行支护。加强支护5m（或岩性较好后）立即更改支护，使用锚网支护。开口前准备好所有打眼机具、风水管、各种开关设备，并备有管棚材料，防止冒顶。四、 巷道施工顺序:巷道为分段定向施工，如需变向，方位控制在3以内，如要变坡必须控制在17以下。五、 特殊地点的施工:如车场、硐室、溜煤眼、交叉点等，该巷道与其顶部或底部老巷道的岩层厚度，要将其空间位置、坡度和特殊要求描述清楚。特殊工程应按设计要求绘制大样图，标出开口的位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。各特殊地点施工见施工大样图。六、 巷道剖面图（附图四）。第二节 矿压观测一、 观测对象:矿压显现明显、跨度大的巷道，松软的煤、岩层或流沙性岩层中的巷道，破碎带的巷道，三软(顶板软、煤层软、底板软)及煤 (岩)与瓦斯突出煤层的巷道，不支护巷道，各类支护巷道等。二、 观测内容:顶底板活动规律分析;不支护巷道表面位移量观测，支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。三、 观测方法:主要使用钢尺进行不低于5次精确测量，测量点必须固定在两帮水平点以及顶底板固定点（法线距离），每次测量误差加权平均值不超过2mm，每周进行一次矿压观测并做好记录。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。四、 数据处理:监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节 支护设计一、 根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，在岩性较好时选择锚网喷设计，在煤体、破碎带中施工根据场情况采取U型棚喷浆的方式进行支护。二、 巷道支护设计，根据祥兴煤矿初步设计方案内容进行支护。三、 巷道临时支护的方式:巷道临时支护采用锚杆，工作面与临时支护的距离不大于0.3m，工作面与永久支护（除喷浆外）的距离不超过0.8m。 四、 坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求:(一)巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移。(二)巷道在整体均匀的岩层中，无冲击地压危险。(三)煤和半煤岩巷道中，煤层无自然发火危险。(四)岩体位移测定自然稳定，或有相邻矿井同类地质条件不设支护的巷道为依据。(五)制定不设支护的安全措施。注：但我矿设计二采区一区段溜煤上山全部均进行支护，如在全岩巷道中，岩石硬度较大，岩性为砂岩时则可先对拱线以上顶部进行锚网支护，对拱线以下进行锚杆临时支护，挂网可滞后10m，故不考虑不设支护的情况。五、 复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，施工8.3m长锚索，端锚，每组3根，施工在顶板正中与两侧，间距2.4m组，祥见附图。六、 位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道，采用U型棚+锚喷联合支护形式，有底鼓的应另形编制相应的技术方案进行施工。七、 巷道支护平面图、断面图（附图五）。八、 临时支护平面图、剖面图（附图六）。第四节 支护工艺一、 各类支护工艺及要求。(一)锚杆及联合支护。1锚杆使用等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆直径20mm,长度2.5m，间排距0.8m，锚固力不低于90KN，每根锚杆使用2节树脂锚固剂；锚索使用15.24mm，7股低松弛高强度钢绞线，间距1.2m、排距2.4m，每组三根，锚索长度不得低于8.3m，锚固力不低于180KN，锚固剂型号为Z2422每根锚索使用4节树脂锚固剂;巷道岩性较好时使用端锚，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚杆外露长度在30mm500mm之间，锚索锚固长度不得低于锚索全长的1/4，软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固锚索外露长度在150mm300mm之间。所有锚杆及锚索施工后必须对其锚固力进行拉力测定，符合率不低于95%。在使用锚固剂时严格按设计要求使用。2锚杆锚索的孔深必须与之匹配，孔径大于锚杆锚索610mm，并严格按锚杆支护设计要求进行支护。3锚网采用6mm8mm间隔100mm钢筋网，锚网铺设必须紧贴煤岩面，锚网搭接长度不得低于100mm不得高于300mm，网片之间使用不低于8#铁丝双股连接，锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。4在巷道内如发现有淋水及涌水地点必须在帮上使用打孔机具进行打眼，安装引流管将水引至水沟内再进行喷浆，严禁喷浆堵塞引流管。5在放炮后进行锚网支护，然后根据轮廓线位置（根据巷道支护设计）打眼，进行锚杆固定（根据支护断面图进行角度、深度控制），固定完成之后如有空帮、顶采用不然性材料进行密实填充。(二)U型可伸缩金属支架支护如下：1在特殊地段使用U型棚可伸缩金属支架,金属支架型号必须与设计支护一致,严禁采用其它型号或材质的支架。采用支架必须构件齐全，撑 (拉)杆使用20mm金属双头螺纹圆钢，使用配套螺丝固定。垫板使用支架材料进行焊接，尺寸不低于300mm见方。背板严禁使用木料，充填物必须使用矸石或水泥板。支架可缩量应与围岩的变形量相适应。2备用支架放置在地面工业广场以不影响安全生产的地点堆放整齐。必须配备不低于20架/套支架。3支护时严格按中腰线及支架的仰角、扭距进行支护，严禁超挖、欠挖（面积在一个平方之内不得超、欠挖100mm）以及支架前倾后仰，架间距严格控制在50mm以内，中心严格控制50mm以内，腰线20mm以内。4在光爆找顶后进行锚网临时支护，再架支架，进行固定。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、 使用人工打眼，钻爆法施工，刮板运输机配合矿车出矸的施工方法。二、 在巷道开口时首先加固开口附近10m范围内的巷道，拆除开口位置的架腿时必须对原支架棚梁进行补打锚杆抬棚进行加固，加固完毕后方进行开口处棚腿拆除工作。拆除完毕后方可进行打眼放炮等工作，开口处采用少装药，放小炮、浅循环掘进工艺。等巷道进入到基岩段时按钻爆法进行施工。光爆后进行找顶，找顶工作完成之后搭设操作平台，平台面积不低于每人1平方米并且牢固可靠，在平台上进行锚网临时支护工作。待临时支护工作完成之后将支架或U棚拱型段固定在上部锚杆及锚网上,再立下部的棚腿，上好卡子及螺丝，并将支架及槽钢棚固定即可进行喷浆工作，完成后进入下一循环。三、 特殊条件下的施工方法如（另编制相应安全技术措施）:1过断层揭开煤层时的施工方法:远距离炮、打超前钻排放瓦斯等;2硐室的施工方法:硐室位于岩性较好地段中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分层施工法;3交岔点的施工方法:交叉点位于较好围岩中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分部施工法，位于极为破碎围岩中宜采用导硐施工法;4倾斜巷道的施工方法:支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆，增设防滑、防跑车装置;掘进、扒装机械固定等。第二节 凿岩方式一、 在巷道掘进时采用7655或YT28YT29型气动凿岩机进行湿式打眼。二、 炮掘工艺如下：在工作面画出炮眼位置分上下层、炮眼类型进行打眼清洗炮眼装药接线起爆找危岩（煤）临时支护出货正式支护画炮眼。三、 在掘进至全岩巷及煤层较少时采用光爆一次性全断面起爆，设计见（一次性爆破图）。遇半煤岩巷时采用分次爆破，设计见（分次爆破图），首先对煤层进行中打眼放炮，放炮30分钟后对工作面的瓦斯、顶板进行全面检查，做好找掉工作，确保安全后将煤装运出去。再次在岩石中打眼放炮，炮后同上检查好工作面，确保安全后将矸石装运出去。采用分次爆破时煤及矸石必须分装分运在全煤巷中掘进时先起爆掏槽眼及辅助眼，后才起爆周边眼，所有运装均使用刮板机与绞车。四、 打眼机具在打眼工作完成之后必须放置在作业点后方宽敞不影响安全地点摆放好。刮板机机头固定在工作面后方不超过20m位置，机尾与工作面不大于3m。刮板机开关与刮板机距离在后方5m左右，电缆必须顺帮顶布置，巷道通风机安设于三水平11运输石门内（防突风门外）。五、 在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进，采取先抽后掘的施工方式等。六、 对掘、斜交、正交巷道时，必须有准确的实测图及措施;当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯通时另行编制相关措施等。七、 设备布置示意图（附图七）。第三节 爆破作业一、 爆破条件:巷道断面为半圆拱、为半煤岩，多数时间在煤中掘进、采用压入式通风、煤巷中掘进预计绝对瓦斯涌出量在23 m3/min，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.32m，每循环进度1.4m，使用矿用三级乳化炸药，雷管使用取得产品许可证的煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管，炮眼利用率为97%，每米消耗炸药11.7kg、雷管26个。二、 掘进采用锚网支护钻爆法施工时，采用光面爆破。爆破参数，宜符合下列规定:1炮眼的深度为1.83.5m;2周边炮眼的间距为350600mm;3周边炮眼的密集系数为0.51.0;4周边炮眼的药卷直径为2025mm。三、孔号炮眼性质深度(m)炸药量(kg)雷管装药结构封泥长度（m）连线方式起爆方式爆破顺序个数段号16掏槽眼1.75.461正向3.6串联大串联一次起爆17-15辅助眼1.55.4925.4串联21632周边眼1.52.5517310.2串联33337底眼1.53543串联4合计56.716.353722.2四、 炮眼布置图（附图八）五、 在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆的采取多次起爆的必须另行编制安全技术措施。六、 光面爆破作业应尽量采取以下措施细长药卷连续装药；小直径药卷空气间隔装药；标准直径药卷空气间隔装药；周边眼的起爆采用反向装药。应达到以下要求：岩面上周边眼眼痕保存率不少于75%，且均匀清晰，超挖量不超过150mm，欠挖量不超过相关质量标准规定，岩层上不能出现明显的炮震裂隙。七、 装药结构示意图（附图九）第四节 装载与运输一、 采用刮板运输机配皮带输送机，人力推矿车，绞车提升进行运输。二、 刮板机使用SGB40T型，皮带使用630普通可伸缩皮带，矿车使用1.1m3固定侧翻式矿车,刮板机使用长度不得低于20m，机尾安设于工作面后方3m位置,机尾使用地锚（锚固度不得低于1.5m）及压柱（直径不低于20cm的圆木）固定，机头使用11#工字钢加工架子（机电科出具图纸）固定，所有设施必须牢固。提升使用矿用JTP-1.61.2绞车，安设在距离井口40m位置的井筒中心线上，使用砼基础与地锚进行固定，并完善绞车相关保护。三、 所有煤、矸、材料、设备等匀使用绞车进行运输，但长型材料设备必须使用材料车进行提放，如需提放异型、大件设备必须另外加工专用材料车。四、 人员进、出工作面时必须停止刮板机及皮带运行，人员必须走水沟侧，与刮板机安全距离不得小于1.2m，所有皮带相关保护装置必须齐全可靠。五、 刮板输送机固定、防滑、防出槽、采用轨道卡以及刮板链在轨道固定以及后方使用地锚(不低于1.5m)双固定方式、刮板运输机机头上方安全地点必须安装矿用照明灯，在司机操作侧必须安装照明灯，刮板机至工作面光线强度必须达到关掉矿灯能清楚工作。六、 运输系统示意图（附图十）。第五节 管线及轨道敷设一、 风筒在巷道右侧距轨面1.6m位置靠帮安设，与工作面距离不得超过6m，风管、水管安设在左侧距轨面0.8m位置靠帮安设、间距0.2m，缆线吊挂在巷道右侧距离水沟顶1.5m位置，采用矿用电缆挂钩吊挂。所有管缆线距离工作面不过超过10m，以放炮不崩坏为宜。第六节 设备及工具配备序号名称型号规格单位数量备注1刮板输送机SGB420-40T40KW台12固定式矿车MFC 1.1-61.1m3台83矿用提升绞车JTP-1.61.2台14风动凿岩机YT28YT29、7655台35液压锚杆机MYT-130/350台16风动锚杆机MT120台17风镐G10把58风机FBD N06.330KW2台29开关QBZ-120 台2KBZ-200台1QBZ-480台110喷浆机PCSI(V)台111防突钻机ZDJ-30套212探水钻机ZY-750台113激光指向仪YBJ-1500套114皮带输送机500m台1第五章 生产系统第一节 通风一、 采用压入式通风，在高瓦斯区域必须进行先抽后掘，如需施工排放孔时必须增加有效风量，减少漏风量，风机安设在三水平11运输石门进风巷内，风筒吊挂方式详见第四章第五节第一条，压风机安设在地面，通入4吋压风管送入井下，隔爆水袋安设在工作面后方60100m位置，按每平方不少于200m3水量标准安装。监控探头T1安设在工作面后方风筒另一侧5m位置,T2探头安设在距离12专用回风石门口20m处，T3探头安设在交岔口回风汇流10m处，均按监控设施安装要求进行安设，采用800mm阻燃风筒。二、 我矿属于突出矿井，已经按规定装设三专 (专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁 (风电、瓦斯电闭锁)，装备“双风机、双电源”，并能自动切换、具有自动分风的功能。三、 掘进工作面风量计算。(一)掘进工作面实际需要风量，应按我矿企业的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Qj100q掘Kj 1001.181.8 212.4式中 Qj掘进工作面需要风量，m3/min; q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，我矿在2009年瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量2.79m3/min，但根参照当时瓦斯鉴定（3033运输巷+1483m）煤巷掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.91 m3/min，按1.3倍涌出量进行计算。 k掘进工作面因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 (掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常机掘工作面k=1.52.0;炮掘工作面k=1.82.0。低瓦斯高二氧化碳矿井还必须按二氧化碳涌出量计算，可参照按瓦斯涌出量的计算方法。(二)按炸药使用量计算:Q=25A=2516.35408.75式中 Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;25每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量;A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。(三)按工作人员数量计算:Q=4n41144式中 Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人每分钟应供给的最低风量m3/min;n掘进工作面同时工作的最多人数。(四)按局部通风机的实际吸风量计算:Q=Q局Ikf=（200+620）0.86）/211.3=533式中 Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;Q局掘进工作面局部通风机的额定风量，m3/min;I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台;kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.21.3/进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。 Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。根据上述计算的工作面需要风量要求，进行局部通风机、风筒规格选型。(五)局部通风机出口风量的确定Qf = Qj/c =533/0.84 =447.7式中Qf 局部通风机风量，m3/min;Qj掘进工作面需要风量，m3/min;c风筒的有效风量率，%。风筒有效风量率可采用下列公式计算:1有效风量率 (c)。这是指风筒送往掘进工作面的风量与局部通风机吸风量之比的百分数。c = Qa /Qf100% =(392/466.8) 100% =83.98%式中c有效风量率，%;Qa风筒送往掘进工作面的实际风量，m3/min;Qf局部通风机 (吸)风量，m3/min。2漏风率 (L1)。这是指风筒的漏风量与局部通风机吸风量之比的百分数。L1=Q1/Qf100% =(40.4/466.8) 100% =8.7%式中L1漏风率，%;Q1整列风筒的总漏风量，m3/min;Qf局部通风机 (吸)风量，m3/min。 3.局部通风机选型FBD7.1/2*30，风压：900580Pa,风量200620m/min,电压：660/380，效率：80%。四 掘进工作面风量验算。 (一)按最低风速验算。 1岩巷掘进工作面的最低风量Q岩(单位: m3/min):Q岩9S岩 98.3 74.7式中 9按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数; S岩岩巷掘进工作面的断面积，m2。2煤巷掘进工作面的最低风量Q煤(单位: m3/min):Q煤15S煤 =158.3 =124.5式中 15 按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数; S煤煤巷掘进工作面的断面积，m2。 (二)按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q(单位 m3/min)Q=240S =2408.3 =1992式中 240按掘进工作面最高风速4 m/s的换算系数; S 掘进工作面的断面积，m2。 (三)按掘进工作面温度和炸药量验算，见表1。表1掘进工作面温度和炸药量炸药量Kg20温度6以下16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需要风量m3/min4050605060806080100(四)按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%;其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。p瓦/Q掘1%1.18/212.4=0.005561%式中Q掘掘进工作面需要风量，m3/min;p瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。四、 掘进工作面风量（408.75 m3/min）经验算同时满足了以上4个条件，经验算符合风机选型。五、 安装局部通风机的地点在地面且距离回风口超过10m，全风压风量大于局部通风机吸风量，故风机安设位置合理符合相关要求。六、 通风系统示意图（附图十一）。 第二节 压风一、 此工作使用的风源为安设在地面的空压机，采用机械式压缩空气。二、 移动压风机安设在地面，采用两台固定式螺杆空压机，压风机型号为JG110LA、正常工作风压0.7Mp、风量20.7m3/min ，电机功率110KW，敷设4吋钢管入井，管路长度最长预计515m，管路顺巷道左帮风水管路安设位置安设。 (一)空气压缩机的选择，应符合下列要求: 总耗风量按下式计算: Q=nkq =0.121.151333 =3.726式中 Q总耗风量，m3/min;管路漏风系数，按每100m漏风率2%计算；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100m，系数增加1%;n同型号风动机具使用数量，台;K凿岩机、风镐同时使用系数;q风动工具耗风量，m3/min。注：我矿该工作面使用的压风机风量为20.7m3/min，能完全满足使用需要。 (二)当各个施工阶段的风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量的20%30%。在工作面后方4060m安全位置安设第一组压风自救装置，按工作人最多操作人员并留有富裕量，最少不低于6个，在爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处安装压风自救装置。三、 压风系统示意图（附图十二）。 第三节 瓦斯防治一、 掘进工作面采用地面固定式2BE3 420-2BY4型瓦斯抽放泵，瓦斯管路在右帮靠帮0.1m，离地0.3m位置安设。敷设长度预计500m。管路中的混合瓦斯浓度在抽放泵能力的全范围内。抽出瓦斯排放至空气中，待建立起瓦斯发电站后接至发电站利用。采用打钻孔埋管封孔接管抽放测定浓度及负压的方式。二、 我矿严禁在具有突出危险区域内进行采掘活动，必须进行区域消突后进行掘进作业，区域的预测办法为测量煤层残余瓦斯压力及残余瓦斯含量（WP-1），局部预测为钻屑瓦斯解吸指标（WTC）进行。三、 突出危险区内掘进作业必须采取综合防治措施（包括开采解放层、先抽后掘、预测预报、效果检验等），另行编制四位一体综合防突措施。四、 使用重庆煤科院研制的高底浓度甲烷传感器进行瓦斯监测，安设方式使用四轴专用监控电缆，超限报警后立即停止工作面作业，撤出人员，按瓦斯超限处理预案进行处理。五、 入井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器并随身携带。六、 瓦斯抽放系统示意图（附图十三）。第四节 综合防尘一、 工作面使用的水源在地面井口上方的防尘水池，容量150m3，水压0.8mpa3mpa，管路敷设4吋钢管入井，管路高度不低于1.8m，吊挂平直，每50m安设三通及阀门，管路上下间隔0.15m。二、 在工作面刮板机头上方处安设一个喷雾，在工作面后方40m安设一组移动全断面水幕、回风交汇点前50m位置安设一组全断面固定水幕，确保雾化效果好能覆盖全断面。三、 水袋按辅助隔爆棚(200L/m2)安设标准进行安装，安设在工作后方60200m范围内，此巷道设计长度为480m，按标准应安设12个棚区。四、 工作打眼采用湿式打眼，并每孔使用水炮泥，放炮前后对工作面进行洒水降尘，装载时对煤岩进行洒水降尘，放炮前开启防尘水幕，打眼工配带专用防尘口罩。五、 巷道内沉积煤尘长度小于5m，厚度不得超过0.01289mm。定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周一次。六、 防尘设施必须齐全有效，喷雾装置必须覆盖全断面且水压符合要求。七、 防尘系统示意图（附图十四），第五节 防灭火一、 在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对砌碹或锚喷后的巷道空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，巷道临近火区、老空前必须探明情况，采取预防性充填等措施。二、 巷道施工时，消防供水管路系统每隔50m安设一消防三通，在绞车房、硐室、三台以上开关地点、刮板运输机附近方便地点摆放灭火器与沙箱（不低于0.3m3）、防火铲等。第六节 安全监控一、 此工作面使用多台高低浓度KG9701A型甲烷传感器,一氧化碳、温度传感器，开停传感器。甲烷传感器安设位置：水仓、机电硐室、工作面、回风。一氧化碳传感器安设位置：回风。温度传感器安设位置：机电硐室，水仓。二、 工作面甲烷传感器报警浓度1.0%,断电浓度1.0%,复电浓度0.8%,温度报警值30,一氧化碳报警值24ppm。三、 安设位置：探头安设在顶板完好无淋水地点回风侧5m处，距离顶板0.3m，距离巷道帮0.2m。四、 掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监测电工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁风电闭锁甩开不用。五、 因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。六、 掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移,严禁将传感器放在风筒处直吹或是风筒破口处，严禁故意挪移和遮挡传感器。七、 开停传感器安设在风机电源线上，两趟线路均安装。八、 监测电缆与其它电缆间隔不少于0.2m。九、 瓦斯电、风电闭锁必须能在超限时断掉整个掘进巷道内的动力电源。十、 各级管理人员、特殊工种下井时必须携带便携式甲烷报警仪，在其分管范围内进行不间断的监测，如发现瓦斯超限情况，必须进行处理。十一、 安全监测仪器仪表布置示意图（附图十五）。第七节 供电一、 采用地面双电源供电方式，一趟引自农网，一趟引自老教场35变电站。形成可靠的双电源双回路供电。二、 井下电器设备电压等级为660/1140，采用地面变电所500KVA变压器供电,井下设备全用选用矿用防爆型，井下水泵负荷预计二级排水，水泵使用45kw多级泵两台，刮板机功率45kw，风机负荷30kw*2，皮带机功率45kw，其它负荷预计使用5kw，同时使用最大功率215kw，能完全满足供电要求。各台设备单独按每kw的1.2倍进行电气保护整定计算。三、 供电系统示意图（附图十六）。第八节 排水一、 根据11轨道石门实测涌水量预计掘进工作面最大涌水量13m3/h。二、 在二采区一区段溜煤上山中施工临时水沟，通过水沟排往11运输石门流至三水平水仓，使用125D 257多级泵，排水能力101m3/h，电机功率90kw，最大扬程200m，使用6吋焊管直接排水至地面净化池。三、 排水系统示意图（附图十七）。第九节 运输一、 采用绞车配合固定侧卸式矿车运输，绞车型号JTP-1.6*1.2。运输线路为地面老主斜井三水平车场11运输石门工作面；工作面11运输石门三水平车场老主斜井地面。二、 轨道使用临时轨道。第十节 照明、通信和信号一、 井下掘进工作面与绞车房，调度室、监控室、车场、配电室等地点都有通讯联系，采用程控自动交换机，电话机型号为KTH13型号矿用本质安全型壁挂话机,调度室设置80门四位号调度交换台,通过通讯电缆敷设到井下各地点。二、 掘进工作面提升、装载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光往返铃信号装置，照明采用ZBZ-4.0M型照明信号综合保护装置为电源，照明灯采用DG70-127B矿用隔爆型泛光灯。三、 信号：一停、二提、三放、乱点为事故信号，岗位工人必须持证上岗，不能擅自离岗。四、 照明、通信、信号系统示意图(附图十八)。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、 采用钻爆法掘进，“三八”工作制，所有职工必须执证上岗。劳动组织表工种出勤人数备注一二三合计队长11管理人员副队长11班长1113打眼支护工44412支护运料工1113刮板机司机1113特殊工种皮带机司机1113安全员1113瓦检员1113放炮员1113合计11111135第二节 作业循环为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工作时间，提高工时利用率。一、二、三班工序表工序时间/min 1 2 3 4 5 6 7 8交接班及安全检查15打眼120装药、放炮30吹炮烟30找顶临时支护55出矸170正式支护60第三节 主要技术经济指标一、 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M4802巷道净断面M28.33在册人数人354出勤人数人345出勤率%976循环进度M1.47日进尺M4.28月进