287掘进工作面作业规程.doc

華潤天能徐州煤電有限公司China Resources Tianneng Xuzhou Coal Power Co., Ltd.掘进工作面作业规程巷道名称：287掘进工作面施工单位：掘进二工区负 责 人：姬长青编 制 人：彭 鹏 马庄煤矿2011年12 月5日 会审单位及人员会审单位会审人签字 时 间技 术 科 年 月 日生 产 科 年 月 日通 防 科 年 月 日机 电 科 年 月 日企 管 科 年 月 日安 监 站 年 月 日副总工程师 年 月 日安全站长 年 月 日生产副矿长 年 月 日总 工 程 师 年 月 日会审意见规 程名 称时 间地 点主持人记 录参加人存在问题及处理意见备注目 录第一章 概 况1第一节 工程概述1第二节 巷道布置1第三节 地面相对位置及邻近采区开采情况错误！未定义书签。第四节 编制依据错误！未定义书签。第二章 地质与水文地质4第一节 煤（岩）层赋存特征4第二节 地质构造7第三节 水文地质8第三章 巷道断面与支护9第一节 巷道断面9第二节 支护设计9第三节 矿压观测15第四章 施工方法与施工工艺120第一节 施工方法120第二节 凿岩方式120第三节 临时支护19第四节 装载与运输19第五节 管线吊挂19第六节 设备及工具配备20第五章 生产系统21第一节 通风系统21第二节 瓦斯防治24第三节 综合防尘26第四节 防灭火29第五节 通讯联络系统与照明32第六节 人员定位32第七节 压风自救系统32第八节 供电系统32第九节 运输系统 36第六章 劳动组织及主要技术经济指标38第一节 劳动组织38第二节 循环作业39第三节 主要技术经济指标40第七章 安全技术措施41第一节 一般规定41第二节 顶板安全技术措施43第三节 爆破安全技术措施45第四节 一通三防安全技术措施51第五节 防治水安全技术措施55第六节 机电安全技术措施56第七节 提升运输安全技术措施62第八节 其他68第八章 灾害应急措施及避灾路线74第一节 安全避险六大系统74第二节 应急措施82第三节 避灾路线86III第一章 概 况第一章 概 况 第一节 工程概述287工作面位于矿井L4勘探线北部2煤工广保护煤柱内，该面东部为工广二煤未采区，北部、西北部距258采空区5m，东南部、西南部分别为285、283工作面（未回采），上部为同组可采煤层夏桥系1煤未采区，其中1、2煤层间距为611m，这三条都是服务于回采的巷道。287进风巷设计长度为154m；287回风巷设计长度197m；287切眼设计长度54m。总工程量405m。计划2011年12月8日开工，竣工2012年2月15日，服务年限约为6个月。附巷道工程布置平面图。第二节 巷道布置一、巷道布置287进风巷开窝于工广二煤运输巷8点前5m处左帮，顶板标高为-141.2m。以方位520000跟煤层顶板掘进154m。287回风巷开窝于二煤运输巷5点前8m处左帮，顶板标高为-138.3m。开窝时以方位250000跟煤层顶板掘进73m，再以方位900000跟煤层顶板掘进124m到位。工程量为197m。287切眼开窝于287进风巷，以方位20000跟煤层顶板掘进54m后与287回风巷相透。二、巷道的特殊部分1、由于287回风巷距离258老硐较近且压力相对较大，顶板破碎，不易管理，施工单位掘进过程严格按中线施工，加强对顶板的管理工作，加强对瓦斯、CO等有害气体的检测。2、287进风道在掘进至82m左右时，距下部的主斜井皮带机道层间距较近，临近该道时，及时对其进行加固处理，保证掘进期间安全施工。3、287回风巷和切眼局部地区受断层构造的影响，煤层厚度变化较大。施工单位遇煤层变薄情况断层时，及时向技术科汇报。地质人员及时收集煤层变化资料。第三节 地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面相对位置287工作面相应的地面位于工广北部仓库与北门岗之间，地面标高为+38.85+40.5m，相应地面为工广内废弃的铁路、北门岗附近部分院墙、地磅房、料场等建筑。地势西北高东南低，开采深度为-124m-142m。二、邻近采区开采情况该面东部为工广二煤未采区，北部、西北部距258采空区5m，东南部、西南部分别为285、283工作面（未回采），上部为同组可采煤层夏桥系1煤未采区。第四节 编 制 依 据本规程编制依据国家MT1104-2009 煤巷锚杆支护技术规范、煤矿安全规程、公司煤巷锚杆支护技术规范和技术管理规定、287掘进工作面平面布置图、287掘进工作面掘进地质说明书等有关文件规定。图1-1-1 287掘进工作面施工平面图（1：1000）第二章 地质与水文地质第二章 地质与水文地质 第一节 煤（岩）层赋存特征一、煤层特征287工作面开采煤层为下石盒子组（夏桥系）2煤。该面位于小白山向斜轴两侧，向斜构造，煤层走向为NE88。根据相邻258采空区、285、283工作面及附近的L42钻孔揭露的地质资料分析，煤层产状较平缓，一般在38之间，平均倾角6左右。2煤分为上、下两分层，上分层煤厚度平均为1.6m，下分层厚平均0.3m，两层煤中夹1层夹矸，为灰色泥岩，含砂质，厚度在0.250.5m之间，平均厚度为0.3m。2煤为半暗型，块状、鳞片状互层，局部为粉末状；硬度为普氏系数f为12。 二、顶底板岩性特征（1）顶板：直接顶：灰黑色泥岩,块状构造，参差状断口，水平层理，易碎，厚度1.0m，硬度为普氏系数f=4。老顶：厚度14.83m，中部为同组煤层下石盒子组1煤。1煤中间含一层夹矸，厚度在0.51.1m之间，1煤厚度平均为2.1m；下部为灰色细砂岩，块状构造，厚度6m11m，平均厚度8.7m（即1煤的直接底）；上部为深黑色灰绿岩，块状构造，厚度为2.93m，底部为灰色块状泥岩，有时为薄层状细砂岩；局部为炭质页岩，厚度1.1m。（2）底板直接底：深灰色页岩,底部含少量砂质，水平层理，水平层理，厚度2.8m。老底：厚度 14.68 m。其中上部为深灰色细砂岩、顶部为泥岩。厚度为3.94m；中部为灰白色细砂岩，块状构造，较坚硬。厚度为6.28m；下部为灰色泥岩，顶部为灰色细砂岩，底部含少量炭质泥岩厚度为3.66m；再向下为同组煤层下石盒子组3煤，厚度为0.44m。二煤顶底板均为砂质泥岩或砂岩，普氏系数f 为35，较坚硬。三、瓦斯涌出量、煤层自然发火期、煤尘爆炸指数、地温等1、根据邻近采掘工作面实测，确定该区煤层为低瓦斯区域，二煤瓦斯绝对涌出量为0.42m3/min，相对涌出量为2.92m3/T；煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数为36.05%。煤层自燃发火期为36个月,属自燃煤层。2、根据本矿所揭露的地温资料，矿井的恒温带深度2530m，地温在1820，恒温值为18.7，平均地温梯度值度为2.15/100m，为正常地温区。3、根据同煤层258、285、283等工作面开采地质资料情况，未发现有冲击地压现象。无其他有毒有害气体异常涌出现象。四、其他煤（岩）层技术特征分析二煤为气肥煤，煤岩类型以松散、片状、半亮型为主，其煤层中间含一层夹矸，厚度平均为0.7m。煤层为玻璃光泽，呈灰黑褐色，以宽窄不等的条带状结构为主，块状构造，参差状断口。在该区赋存较稳定，揭露火侵处煤层部分变质为天然焦，垂直节理，易片落。五、围岩岩性特征二煤煤层为三软煤层，顶板均为II类中等稳定顶板，其岩体结构为层间结合良好的薄层和软硬岩互层结构，局部受构造影响，岩层为薄层或以硬岩为主的软硬岩互层，层间结合良好，少见软弱夹层、层位错动和层面张开现象。岩体强度应力比大于2。六、煤质情况见下表 煤质参数一览表MadAdSdtVdatMar.tQ.p1.8821.490.3524.935.65600、图2-1-1地层综合柱状图（1:100或1:200）第二节 地质构造一、地质构造287工作面地质构造相对简比较复杂，地层倾角为38，平均6左右。根据258采空区揭露的地质资料来看，该工作面受断层影响较大，煤层厚度变化不稳定。287回风巷位于258材料道南侧，最近距离5m，且该道位于向斜轴两侧，受258采空区影响，压力较大，顶板较破碎；受258材料道断层影响，287回风巷在掘进期间，预计将揭露3条产状不同的斜交正断层。分别为：F3: 2277H=5m；F6: 12345H=1.3m；F8: 12862H=8.0m；因F3、F8正断层落差较大，将对287回风巷掘进带来一定的困难。287进风道、287切眼在掘进期间都将受F8正断层不同程度的影响。临近断层期间，煤层变化大不稳定，对掘进期间影响较大。施工单位临近该断层时，加强顶板管理及支护情况并及时向技术科汇报。二、冲击地压或应力集中区分析马庄矿开采40年，从未见冲击地压，根据同煤层285、265、二煤运输巷等工作面开采地质资料情况，未发现有冲击地压现象。图2-2-1 地质平面图（1:1000）12图2-2-2 287掘进工作面预想地质剖面图（1:200）图2-2-3 287掘进工作面预想地质剖面图（1:200）图2-2-4 287掘进工作面预想地质剖面图（1:200）图2-2-5 287掘进工作面预想地质剖面图（1:200）第三节 水文地质一、主要含水层分析下石盒子组（夏桥系）2煤，无主要含水层。二、老空积水、钻孔及构造导水分析287工作面水文地质条件简单1、周边2煤老空区及工作面开采情况：该面开采的夏桥系2煤，无主要含水层。根据相邻工作面揭露情况，283、285工作面掘进期间均无滴水、淋水现象。北部258老空区，该采空区于2010年底回采结束。受断层裂隙水影响，局部地区有少量滴水。且地势西北高东南低，对287工作面掘进期间无影响。2、根据邻近工作面及老空区开采情况，预计287工作面在正常掘进期间无涌水现象。第四章 施工方法与施工工艺第三章 巷道断面与支护 第一节 巷道断面287掘进工作面规格为：巷道开窝进尺10m范围内净宽3400mm、净高2000mm的矩形断面，进尺10m后收巷道右帮，巷道规格为净宽2800mm、净高2000mm的矩形断面。第二节 支护设计一、支护形式与支护参数（1）、287掘进工作面顶部支护方式为锚杆加钢筋梯子梁加金属菱形网加锚索联合支护。顶、帮锚杆均选用18mm、长1800mm的左旋无纵筋螺纹钢，顶部锚杆间距800mm、排距800mm。每根锚杆使用两2根K2350树脂药卷。（2）、287掘进工作面帮部支护方式为锚杆加木托板加聚乙烯塑网联合支护。帮部锚杆间距800mm、排距800mm；两帮最上部锚杆眼距顶300mm，向上仰角15打注、两帮最下部锚杆眼距底200mm打注，下部锚杆以俯角15；巷道帮部每根锚杆使用1根K2350树脂药卷。（3）、锚索选用15.24mm、长7300mm的左捻钢绞线，每根锚索使用4根树脂药卷。锚索一排1根打在中线上，锚索排距中-中7000mm。顶部锚索最大空锚距不得大于10m。（4）、若两帮稳定、不片帮，两帮锚杆空锚距离不得大于5m；如遇断层或局部掉顶、片帮时，两帮要采用“掉到哪里，锚到哪里”的支护方法，两帮不得空锚。二、支护材料锚杆：采用181800mm的左旋无纵筋螺纹钢，尾部滚丝长度不小于100mm。梯子梁：10的钢筋梯子梁，长2800mm。托板：顶板:采用长宽厚=120mm120mm8mm碟形托板。两帮:采用长宽厚=100mm100mm8mm的铁制平托板。长宽厚=300mm150mm50mm的木制托板。树脂药卷：K2350的树脂药卷。金属菱形网：2400mm1600mm，眼孔：50mm50mm锚索：钢绞线长度7300mm，直径=15.24mm锚索托板：20#槽钢截成，长度400mm，中间加焊150mm150mm10mm的钢板，眼孔直径=16.50mm，居于托板中间。聚乙烯网：2.2m30m，孔：50mm50mm锚具：OVM15-1型单孔锚具。采用锚杆支护的巷道，必须在材料场备有不少于10架规格与巷道轮廓相配套的备用定型支架。三、锚杆的布置方式锚杆布置方式：顶部永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，放炮后距离迎头的最大空顶距离不得超过个循环进尺加300mm的距离。每个循环支护工作完成后，紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大空顶距离不得大于100mm。巷道顶板最外侧锚杆距帮不大于300，不得小于200；两帮最上端锚杆距顶不大于300，不小于200。四、锚杆孔施工规定1、顶板锚杆孔宜采用功率大、性能优越的锚杆钻机或7655型、7665型凿岩机钻孔，7的巷道顶板（拱顶部分）锚杆孔必须采用锚杆钻机钻孔，煤、半煤巷帮锚杆宜采用功率大、性能优越的帮锚杆机或风煤钻钻孔。2、钻孔前，应根据设计要求确定孔位，做好标记。3、锚杆间排距误差不超过设计的100mm。施工时严格控制巷道高度和宽度，巷道超高、超宽达到12个锚杆间距以上时，应增加锚杆进行支护。4、锚杆角度误差不超过设计的5。5、锚杆孔深度误差范围为050。6、施工锚杆孔所用的钻杆长度不得大于所用锚杆的长度。锚杆必须推到孔底，螺母外锚杆丝扣长度应在1050之间。安装穿吊槽的顶部锚杆螺母丝扣外露应在3040，以便安装穿吊槽，安装时必须上满丝。7、帮部锚杆孔内的煤岩粉必须吹干净，不得有积水。8、由于帮锚杆孔含水或湿润对树脂锚杆的锚固效果有一定的影响，帮锚杆孔可采用干打外喷方式施工，但必须确保外喷降尘效果。五、安装锚杆规定1、锚杆托板与螺母之间必须使用减摩垫圈。2、顶板及类围岩巷道巷帮锚杆支护必须采用快速安装工艺安装锚杆。3、螺母的拧紧必须采用锚杆钻机、风煤钻、气动锚杆安装机等机械设备进行，且必须在40分钟后对锚杆螺母进行二次紧固，以保证螺母扭矩符合规定要求。螺母扭矩按锚杆直径分，扭矩。二次紧固必须符合以下要求：，扭矩。帮部锚杆扭矩力扭矩。4、托盘应紧贴钢带、网或巷道围岩表面，锚杆托板处及周围50范围内的浮煤必须找掉、找平、找实。5、锚杆托盘、螺母等配件必须与锚杆强度匹配，18锚杆螺母外接圆直径不得小于40；发现断锚杆或托板穿孔等原因造成锚杆失效的必须及时补打，并分析原因，确定是否要改变支护锚杆规格以提高支护强度。六、小孔径预应力锚索施工应遵守的规定1、必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。2、锚索孔深度误差1000。3、锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度误差不超过5。4、锚索间排距误差不超过100。5、钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于150，不得大于300，距巷道底板小于1.8时应加防护套。6、锚固外端至锁具的钢绞线自由段长度不小于3。7、锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。8、采用树脂锚固的锚索，其锚固位置不得选择在含水层中。9、锚索必须滞后迎头45个排距布置，但距迎头最大距离不得超过2个锚索的排距，即顶部锚索最大空锚距离不得超过10m。七、巷道支护质量要求1、巷道净宽允许误差为-30+200mm，净高允许误差为-30+200mm。2、锚杆间、排距允许误差为100mm。3、锚杆托板要紧贴巷壁,不得松动。4、左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆的试验抗拔力不小于60（12MPa）。5、锚索钢绞线必须推到孔底，尾段露出锁具150mm300mm，锚索深度及锚索外露允许误差为+10+300mm。锚索的设计锚固力不小于240KN(48MPa)。15.24的小孔径锚索预紧力不得小于100(20MPa)，不大于120(24MPa)。6、网的规格、联网方式采用压茬联接方式的压茬宽度应保持在100200范围内，并用铁丝双排扣联接，且将网拉紧压实，紧贴巷道围岩表面。压茬连接要压在梯子梁和托盘下，用不低于14的双股铁丝联接，联接点间距不大于200。7、梯子梁吊斜为两梁头至后方巷道中线的距离，误差不得大于100mm。8、两帮要直、齐，不得有托根现象。9、当巷道宽度超宽300mm时，在巷道顶部超宽部分必须另补打一排锚杆。10、巷道5m范围内有3根锚杆扭矩力达不到规定要求的，应停止作业，进行整改。八、锚索及锚杆观测1、锚索初紧力不得小于100(20MPa)，不大于120(24MPa)，并挂牌管理，管理牌内容：锚索的长度、规格、施工时间、施工负责人、初紧力的数值。2、锚杆也要挂牌管理，编号管理；锚杆的扭力矩都要上台账，由工区技术员负责整理。3、锚杆的抗拉拔力测试由工区负责，按照规定操作并记录台账，巷道锚杆每300根或每进尺30m50m测试一组，每组不得低于3根，顶1根，帮部2根并分别有顶、帮的测试记录，巷道锚杆的抗拉拔力不得低于60(12MPa)。图3-2-1巷道永久支护平面图、断面图（1:50）、图3-2-2巷道永久支护平面图、断面图（1:50）图3-2-3临时支护平面图、剖面图（1:50）第三节 矿压观测一、观测对象287掘进工作面二、观测内容用锚杆拉力计、扭矩扳手对巷道顶帮锚杆实施拉拔力和扭矩力抽查检测，用LBY3型顶板离层仪观察顶板位移量。三、观测方法（1）、测点布置。正常巷道开窝进尺10m后在四角门前安装一组顶板离层仪。巷道变更支护时，在架棚巷道与锚网支护变更支护交接处10m范围内装一组顶板离层仪。正常情况下每40m在巷道中部安设一组顶板离层仪,如果条件不具备，可前后移动安装，但安装距离误差不得大于10m，最前端一个距迎头距离不应大于60m，浅基点固定在锚杆端位位置处，深基点固定在锚杆上方较稳定的岩层内。（2）、顶板离层仪观测:每周观测由工区技术员观测记录上牌，并做好观测台账，技术科安排专人负责每两周检查一次，并做好台账。（3）、当顶板离层仪上的数据显示到警戒线时，及时向矿调度室汇报，以便于采取相应的处理措施。四、数据处理边施工边观测，并做好记录，及时对数据加以分析判断，并反馈到设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工。第四章 施工方法与施工工艺第一节 施工方法一、巷道施工方法与施工工序巷道施工方法：采用钻眼爆破法施工，使用溜子、皮带运输。巷道施工工序：二次紧固锚杆打眼装药设置警戒放炮前窜临时支护出煤支护顶板刷帮锚帮紧固锚杆清理、文明生产二、巷道开口施工方法：1、在开窝四角门处打三锚索加固顶板，锚索绞线不得低于7.3m。锚索托板规格为：20#槽钢截成，长度400mm，中间加焊150mm150mm10mm的钢板，眼孔直径=16.50mm，居于托板中间，必须加固好开窝地点之后再开窝。2、开窝5m范围内，坚持轻装药放轻炮的原则掘进，严禁放重炮，每眼至多用2个药卷。3、开窝打眼严格按照中线进行，为确保开窝四角门处造型，开窝放炮后，确保四角门宽度在2.8m-3.0m之间，然后使用风镐刷至设计宽度。4、开窝进尺5m，形成四角门之后由跟班区长汇报调度室，由生产科组织有关人员检查验收合格之后再进尺。5、进尺10m后，在四角门处安装一个顶板离层仪之后再进尺。第二节 凿岩方式一、放炮凿岩的工艺流程二次紧固锚杆打眼装药设置警戒放炮前窜临时支护出煤支护顶板刷帮锚帮紧固锚杆清理、文明生产二、放炮凿岩的机具与火工品凿岩机具：岩巷时使用7655型风枪（2台），煤巷时使用ZMS-30型风煤钻（2台），巷道顶部支护机具：MQT-120/2.3J锚杆机（2台）火工品：炸药：二级煤矿许用乳化炸药雷管：1-5段毫秒延期电雷管放炮器：MFB-100型放炮线：双芯铜线，长度为100m三、矩形炮眼计算：N= qsnI/dp=50.2/(0.60.15)=23(个)式中： q=单位煤岩体炸药消耗量，取1.9S=毛断面积n=炮眼利用率，取0.85l=药卷长度d=装药系数P=每块药卷重量巷道选用三角掏槽，眼距450mm，底眼眼距为450mm，其中顶眼5个、槽眼3个、帮眼6个、底眼5个，辅助眼4个，合计23个。四、装药结构图：图4-2-1装药结构示意图五、炮眼布置图:图4-2-2炮眼布置图（1:50或1:100）25表 爆破说明书炮眼编号炮眼名称眼深(m)眼距(m)封泥长度（m）水炮泥数(个）炮眼角度（）装药量装药结构雷管段数雷管数量爆破顺序联线方式备注水 平竖 直眼数（个）眼装药量（块）总装药量（块）总装药量（kg）左右13槽眼1.1 0.450.511212783260.9正向131串联47辅助1.1 0.450.5100904281.2正向242串联812顶眼10.50.5100905150.75正向454串联1318帮眼10.450.51009062121.8正向363串联1923底眼1.1 0.450.5112127852101.5正向555串联第五章 生产系统第三节 临时支护临时支护为矿自制的两根前探梁，每一根前探梁分为前、后两段。前段为长度1.4m的11#工字钢和铰接顶梁尾焊接成，后端为长度2.3m的11#工字钢和铰接顶梁头焊接成。前、后两段前探梁可以用铁销子楔实后连成一个整体。放炮后，将焊接好的4段临时支护分别穿入4个矿自制穿吊槽内（穿吊槽上端做一个18mm丝孔，穿吊槽两面各做一个销孔，将穿吊槽安装至巷道顶部锚杆上，必须确保上满丝），用2个铁销将长度1.6m和2.3m的短节临时支护作为一组连接在一起（长度1.6m短节支护在前，长度2.3m的短节支护在后），形成一根临时支护材料。4个穿吊槽各用一个铁销插入楔孔内并楔紧，将4个短节临时支护固定在穿吊槽内，不得松动。前部1.4m短节临时支护顶空部分要用木板（长2500mm宽200mm厚50mm）接实。第四节 装载与运输设备一、煤矸的装载、运输方式287掘进工作面煤矸装载、运输方式为：溜子跟窝、皮带机接力运输二、装载、运输机械设备装运设备：SGB30型刮板机，SLD-500（650）型带式输送机。第五节 管 线 吊 挂一、管线吊挂在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和压风管路、风筒等均用按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。1、风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。压风和供水管路使用2寸铁管，供水管路使用2寸铁管，距迎头20m范围内水管使用1寸胶管，风管使用2寸胶管。2、风、水管路悬挂距底板为0.5m，距顶1.5m，距迎头不超过20m。在巷道左帮打300mm的深钻眼，用长500mm直径30mm的钢管插入钻眼内用水泥浇注后形成挂橛，每3m一个挂橛将风、水管路放在挂橛上并用8#铁丝捆紧。吊挂时，水管在上，风管在下，两管间隔300mm。3、各类电缆必须悬挂在电缆勾上，且每勾只准挂一根电缆。电缆高度不低于1.5m，电缆吊挂要平直，大小电缆要分开吊挂，不得混杂。皮带机头，刮板机头部电缆吊挂高度不低于1.6m，不得影响行人和运输。4、风筒逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。风筒要拉铁丝吊挂要平直。第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况表序 号设备名称型 号单 位数 量备 注1局 扇JBT-52台2备用1台2水 泵BQS15/70-7.5型台2备用1台3锚杆机MQT-120/2.3J台2备用1台4风 镐G10台2备用1台5凿岩机7655台1备用6风煤钻ZMS-30台2备用1台7胶带输送机SP500型部28刮板输送机SGW30型部19锚杆拉力计MLK-20台110扭力扳手0-300牛顿.m把111锚索涨拉机具MS22-280/40台1第五章 生产系统第一节 一通三防系统通风系统一、通风方式287进风巷采用压入式通风。通风线路如下：1、新鲜风路线地面付井-80绕道下山二煤轨道巷（风机位置）287进风巷迎头2、乏风287进风巷迎头二煤运输巷258溜煤返坡三煤回风道北总回风道北风井地面。二、局部通风机安装及其它要求（一）、局扇及风筒选型根据我矿现有的局扇型号及通风经验，选择JBT型系列5.52千瓦对旋式风机，风筒选用直径40cm、长10m一节、抗静电、阻燃的风带。该掘进工作面的供风局扇安装在二煤轨道巷全风压进风流中。（二）、局部通风管理1、局部通风机和开关安装在二煤轨道巷中，局部通风机应实行双风机、双电源、双相切换；应实行风电闭锁、瓦斯电闭锁，风机停止运转时，工作面电源应做到自动切断，恢复正常通风后，采用人工复电。 2、风袋出口距岩巷，不得大于8m；迎头变为半煤岩巷或煤巷，风袋出口距迎头不得大于5m时。 3、通风机高度离地不低于0.3m。 4、通风机设备完好，安装严密不漏风。 5、风袋应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制需吊挂在同一侧时，应挂在电缆的下方，距电缆不小于0.3m。 6、风袋接头必须采用反压边连接，接头严禁漏风，吊挂平直，在拐弯处用弯头，严禁拐死弯，逢环必挂，环环挂紧。 7、风袋应吊挂在巷道的上部或中部。8、通风机必须挂牌管理，责任到人。图5-1-1通 风 系 统 图（三）通风系统管理 1、每旬进行一次风量测定。 2、透窝前做好调整通风系统准备工作，防止透窝后出现风流紊乱。 3、工作面环境温度不得超过26。4、通防科应检查掘进工作面进风风流中的空气成份，O2 按体积计算不得小于20，CO2 不得超过0.5，其他有害气体不超过煤矿安全规程规定。（四）通风设施管理 1、井下风门在正常情况下处于关闭状态，人员或车辆通过风门时，只准打开一道，严禁两道风门同时打开，通过后要及时关闭风门。2、风门现场由施工单位管理，严禁破坏风门，损坏后要及时通知通防科进行修理。第二节 瓦斯防治系统一、瓦斯管理（1）、每班检查二次，每次巡回检查地点： 局部通风机吸风口前； 局扇开关前； 工作面回风流；离掘进面50m； 工作面； 将几个点检查数据填写牌板汇报记录，并将检查数据通知现场施工人员。（2）、瓦斯牌板距迎头不得超过50m，认真执行“一管四”。（3）、风机在正常运转时，任何人不得随意停开风机，严禁任意停风、停电，因特殊原因停风时，必须撤出人员，切断电源，恢复通风前，应检查瓦斯浓度，只有在巷道中的瓦斯浓度不超过0.8%，CO2 浓度不超过1.5，开关及风机附近10m范围内瓦斯及二氧化碳浓度不超过0.5时方可恢复通电，如瓦斯超限必须编制措施进行排放。（4）、严格执行“一炮三检”，严禁在瓦斯超限下作业，当浓度超过0.8时，应停止煤电钻打眼，超过1.0时，应切断工作面电源，停止一切工作，并迅速撤出工作面所有人员。（5）、巷道中不得有瓦斯积聚，体积大于0.5m3 的空间内浓度达到2时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。（6）、特殊条件下的瓦斯管理与技术排放措施。停风区瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%，必须采取安全措施，由矿值班领导口头传达安全措施并指定专人控制风流排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须由矿制订安全措施排放瓦斯，公司救护队进行排放。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.8%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道中瓦斯浓度不超过0.8%，二氧化碳浓度不超过1.0%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。二、瓦斯监测系统在二煤轨道巷安装3号分站，型号为KJ101N-F1；瓦斯传感器型号为KJ101-45B。供 电：-80变电所二煤轨道巷（分站）传输路线：(T1传感器）3号分站工作面迎头5m处(T2传感器）3号分站工作面回风口向里10-15m处(断电) 3号分站565探煤巷工作面断路开关断电范围：287进风巷工作面内一切非本安型电器设备（1）、在该工作面内安装两台瓦斯传感器，型号为KJ101-45B,报警浓度为0.8，断电浓度1.0，复电浓度小于0.8，断电范围该工作面内一切非本安型电器设备，确保仪器灵敏可靠，定期进行校验。（2）、确保仪器动作灵敏，断电可靠。（3）、每10天必须使用标准气样和空气样进行调校一次，每10天必须对甲烷超限断电功能进行测试。（4）、瓦斯传感器安装在风筒另一帮、距迎头不大于5m处吊挂好，放炮前后的挪移，由瓦安员负责。 第三节 综合防尘系统一、防尘供水系统-160钻孔水（18.7 m3/h、1.1Mpa）-160大巷四寸主干管路258溜煤返坡二煤运输巷287进风巷迎头（2寸）二、综合防尘措施（一）、防尘系统：（1）287掘进工作面探巷选用2寸水管作为防尘管路。（2）防尘管应吊挂在电缆的另一侧，如受条件限制挂同一侧时，应挂在电缆的下方，距电缆不小于0.3m。（3）防尘管的联接使用法兰盘连接，接头之间必须加垫圈，并用螺丝上紧。（4）管路安装平直，拐弯处用弯头，每隔34m用铁丝吊挂。（5）每隔50m安装一个“三通”。（6）在巷道回风出口2030m和距迎头不超过20m处，各安设一个净化水幕，其封闭率达85以上，放炮前必须由放炮员打开净化水幕。（7）防尘管路必须紧跟迎头，不超过20m，未端安装一个“水针”和“三通”，配备二节（20m一节）高压胶皮管。（二）、防尘制度与措施（1）该掘进工作面煤尘有爆炸性，每班必须实行综合防尘，坚持湿式打眼，使用水炮泥，放炮、装药前后都要洒水防尘，冲洗放炮地点30m巷帮，必须使用净化水幕，按规定清刷煤尘，确保巷道内无积尘，迎头工作人员应带防尘口罩。（2）每月进行二次粉尘浓度测定，每月进行一次呼吸性粉尘浓度测定。（3）每六个月进行一次粉尘分散度和游离二氧化硅的测定。（三）、防尘责任制及其要求：（1）对打眼工的要求。必须执行湿式打眼，打眼工在使用风枪之前，必须先接防尘软管并打开水阀，检查钎心是否堵塞，一切正常后，方准打眼。 装药工在每个炮眼装好药后，必须按规定装好水炮泥，然后用黄泥等封孔。封孔时捣实炮泥不得用力过猛，以防止水炮泥跑水。炮眼不装水炮泥不准放炮。（2）对掘进工区专职或兼职防尘员的要求。 掘进工区在编写作业规程进行劳动组合的时候，每班应保证一名专职或兼职防尘员，负责掘进工作面炮前炮后洒水，放炮喷雾洒水，扒装煤岩洒水，冲洗放炮地点附近50m的井壁巷帮，保证管辖区内没有能够飞扬的干燥煤尘。图5-3-2 综合防尘供水系统图（3）对个体防护的要求。做好个体防护工作，迎头工作人员按要求配戴防尘口罩或其它个体防尘用具。（4）对掘进工区班组长的要求。防尘工作必须与班组长直接挂钩，监督、检查防尘工作，有权停止不符合防尘要求的工作，有权向区长反映参与决定处罚。班组长与其负责的防尘工种人员共同接受上级的检查。 （5）掘进工作面巷道的防尘工作，由施工单位人员每天冲洗一次。在其负责的巷道内，巷帮巷壁及其棚梁、顶板上不得有积尘。巷道地板上不得有能够扬起的干燥煤尘。（6）对测尘员的要求。测尘员必须每月测尘两次，每月测尘的点次不应低于应测点次的测值。测尘员每次在头面测完尘，应由生产区队班组长在测尘记录手册上签字。（7）对瓦安员的要求。 按“一管四”的要求，瓦安员必须负责对掘进工作面及其两道的防尘工作进行监督、管理，并向安全站汇报，对不符合防尘要求进行作业的，瓦安员必须及时制止并汇报。否则，要追究瓦安员的责任。（8）对掘进区长、运输工区区长、通防科长、副科长、技术员的要求。区科长须对其各自管辖负责范围内的防尘工作直接负责，应经常检查、督促。三、隔绝瓦斯、煤尘爆炸的措施隔绝瓦斯、煤尘爆炸的措施是在287进风道内安装隔爆：（1）在287掘进工作面内安装隔爆水袋，首排水棚与迎头距离必须保持在60200m范围内。（2）选用40L/只水袋，数量安装40只，总装水量为40L40=1600L，棚区长度不少于20m，严格按要求吊挂。（3）水棚应设在巷道的直线段内，距顶梁两帮的间隙不低开0.1m。距巷道轨面不低于1.8m，棚区内的巷道需要挑顶时，其前后20m长度巷道断面和形状应与其保持一致。（4）通防科每周进行一次检查，发现水量不足或损坏时，应及时更换，水袋内的积存煤尘占5%时，必须及时清理。第四节 防灭火系统一、消防管路系统-160钻孔水（18.7 m3/h、1.1Mpa）-160大巷四寸主干管路258溜煤返坡二煤运输巷287进风巷迎头（2寸）二、防灭火器材的存放方式和地点掘进工作面必须设置两台完好的灭火器（距迎头不大于30m），迎头工作人员必须熟悉灭火器材的性能和使用方法，每班必须由跟班区长进行检查。在运输道皮带机机头处两台完好的灭火器，皮带机司机必须熟悉灭火器材的性能和使用方法，每班对灭火器进行检查。三、其他防灭火措施（1）、防治外因火灾措施：下井人员严禁穿化纤衣服，必须配戴自救器。机电科要定期检查该区域内的电器设备，杜绝失爆现象；保证线路完好，防止短路、过负荷，以免发生故障，产生火花。所有炸药、雷管必须满足规程要求，并严格按要求进行装药、放炮。井下需要使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，并由专人运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运送回地面，严禁在井下存放。井下使用过和未使用过的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，使用过的要由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油在井巷或硐室内乱倒乱放。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室内进行，必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。坚持湿式打眼和使用水炮泥。（2）、防治自燃发火措施：该煤层有自燃发火倾向性，发火期为3-6个月，必须加强防灭火工作的管理。巷道在掘进过程中，要尽量减少高冒点的发生。如一旦发生高冒点，必须实行挂牌管理，定期检查，严禁瞒顶，发现有自燃征兆及时采取措施，消除火源。加强煤层自燃的预测预报和管理，救护队每旬进行预测预报一次，每月进行一次采集气样分析。巷道在施工过程中，要尽量减少盲巷的出现，如出现时要及时进行封闭。对出现失修等因素造成巷道通风不畅的情况时，生产科要及时安排人员处理，消除发火条件。定期检查通风设施质量，加强通风管理，达到防止漏风目的。要采用分区通风，避免用串联风路，以便降低通风阻力，扩大通风能力，易于调节风量，减少漏风，并在发火时便于稳定风流，隔绝火区。图5-4-3防灭火系统图第五节 通讯联络、照明系统一、通讯联络在掘进工作面开窝四角门处安装一部电话，型号为KTH8，随掘进情况随时挪移，距工作面迎头不得超过40m。二、照明系统在巷道开窝四角门安装一组照明灯，巷道每掘进100m安装一组照明装置。第六节 人员定位系统利用二煤轨道巷四角门处的3号分站，型号为KJ106-F；读卡器型号为KJ106-D，具体安装如人员定位系统图。供 电：-80变电所二煤轨道巷四角门处（分站）传输线路： 3号分站287进风巷三角门处第七节 压风自救系统287工作面管压风管路由160大巷四吋主管路在-150返坡与-160大巷三角门处一个二吋三通，经-150返坡至二煤返坡，从返坡以二吋管路到二煤运输巷，在运输巷与287溜子道三角门处有二吋三通，由二吋管路通至287工作面，另一路回风巷由运输巷二部皮带机头处一二吋三通以二吋管路至工作面。第八节 供 电 系 统一、概况287进风道为爆破掘进工作面 ，其运输运输方式为皮带机接溜子运输，使用风煤钻湿式打眼，从287进风道到二煤运输巷运输，本工作面由-160移动变压器供电，供电线路经-160大巷至-160绕道下山至二煤轨道巷配电点供电，设备供电电压为660伏，信号照明综保电压为127V。 二、根据现场情况确定设备布置三、负荷统计：序号设备名称型 号额定电压(V)台数功 率(kw)装机使用1皮带机SLD-50066011111