303采区+320m西大巷掘进作业规程.doc

川煤集团广旺公司代池坝煤矿 +320m西大巷掘进作业规程目 录第一章 概 况1第一节 编制依据1第二节 巷道布置1第二章 地面位置及地质情况1第一节 地面位置及邻近采区开采情况1第二节 煤（岩）层赋存特征2第三节 地质构造2第四节 水文地质2第五节 影响掘进的其他地质情况2第三章 巷道断面及支护3第一节 巷道布置及巷道断面3第二节 支护设计3第三节 轨道及道床5第四节 巷道排水沟5第五节 巷道管缆线布置5第四章 施工工艺6第一节 施工方法6第二节 凿岩方式6第三节 爆破作业6第四节 装载及运输8第五章 生产系统8第一节 通 风8第二节 压 风11第三节 瓦斯防治12第四节 综合防尘12第五节 防灭火13第六节 安全监控13第七节 供电系统14第八节 排水系统16第九节 运 输16第十节 通 信16第六章 劳动组织及主要技术经济指标16第一节 劳动组织16第二节 正规循环作业17第三节 主要技术经济指标18第七章 安全技术措施18第一节 一通三防安全技术措施18第二节 顶板管理安全技术措施19第三节 爆破安全技术措施19第四节 防治水安全技术措施21第五节 机电安全技术措施21第六节 其 它22第八章 灾害应急措施及避灾路线24附后：1、作业规程学习考试签字表2、+320m西大巷掘进地质说明书3、本作业规程各类图纸 - 25 -第一章 概 况第一节 编制依据一、广旺集团公司代池坝煤矿303采区设计说明书；二、矿总工程师批准的+320m西大巷掘进地质说明书；三、广旺集团公司代池坝煤矿制定的掘进队各工种操作技术规程和岗位责任制；四、矿长审批的2013年度采掘生产接替计划表；五、川煤集团公司安全质量标准化标准及考核评级办法；六、国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2011年版煤矿安全规程。第二节 巷道布置一、巷道名称：+320m西大巷。二、巷道用途：+320m西大巷为开拓巷道，主要满足进风、行人、运输、管线铺设等要求。三、巷道设计长度、坡度及服务年限：该巷设计长度1500m，坡度3上坡，服务年限较长。四、预计开竣工时间：本掘进工作面自2013年1月开工，预计2014年3月竣工。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面位置及邻近采区开采情况一、+320m西大巷对应地面为代池坝井田内观音寨附近，掘进施工对地面无影响。地面标高为+900m+1070m，巷道标高为+329m+332m。二、+320m西大巷布置在13#煤层底板之石英砂岩围岩中，层位为上三迭统须家河组第一至五段(T3xj-1-5)。 表：（2-1-1） 井上下对照关系表：水平、采区+320m水平、303采区工程名称+320m西大巷地面标高+900m+1070m井下标高+329m+332m地面的对应位置+320m西大巷对应地面为代池坝井田内观音寨附近，掘进施工对地面无影响。井下位置邻近采掘情况+320m西大巷布置在十三号煤层底板之石英砂岩围岩中，层位为上三迭统须家河组第一至五段(T3xj-1-5)。 第二节 煤（岩）层赋存特征+320m西大巷开口点距十三号煤层65m左右，然后顺层向西掘进。第三节 地质构造+320m西大巷岩层为单斜层状构造，倾向南，产状18937，+320m西大巷围岩层位为须家河组第一至五段中(T3xj-1-5)，该层厚750.0m左右。根据+535m、+320m东大巷围岩的资料，其中夹中厚层状粉砂岩、泥岩，局部夹黑色燧石层，大斜层理发育。局部地段X型构造裂隙极发育。第四节 水文地质+320m西大巷层位为须家河组第一至二段中(T3xj1-2)，围岩为浅灰色巨厚层中至粗粒石英砂岩，斜层理发育，X型构造裂隙发育且极不均匀。富水性中等，含承压裂隙水，预计掘进碛头正常涌水量0.33/h，最大涌水量5.03/h。掘进施工中，必须采取“有疑必探，先探后掘，边探边掘”等安全措施，确保施工安全。第五节 影响掘进的其他地质情况+320m西大巷围岩瓦斯绝对涌出量为0.25m3/min左右；煤尘无爆炸危险性；煤层不易自然。围岩大斜层理发育，局部地段“X型构造裂隙极发育。在+320m西大巷围岩局部裂隙发育带瓦斯涌出量相对增高，掘进中必须加强通风管理。 +320m西大巷局部裂隙发育带涌水量将急剧增大，掘进施工中，施工单位必须密切注意碛头围岩涌水量的变化，并立即报告调度室、生产技术科及地测科进行处理。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道布置及巷道断面一、该巷道根据围岩特性及通风、行人、运输、管线敷设等要求，决定+320m西大巷采用半圆拱断面（S掘 =9.12m2 S净 =8.86m2）。二、该巷道从+320m西大巷301采区变电所以西10m左右以45转角，15m半径开口，再向西以地测科放的中线及腰线为准掘进，直至完成该巷道设计长度。附后：巷道施工平面布置示意图 （图：3-1-1） 巷道施工断面图 （图：3-2-2） 第三节 支护设计一、临时支护根据该巷围岩性质及通风、行人等要求，设计采用轻型单体液压支柱（DWB38-30/100）作为临时支护。迎头上必须使用好两根单体液压支柱，且必须交叉间隔支护，两根单体液压支柱间隔不得大于800m，临时支护最大控顶距不得超过1.6m。同时巷道内必须准备规格为12mm20mm，长度不低于巷道高度的圆木10根，以备处理巷道顶板安全时作临时点柱使用。临时支护材料堆放距碛头不超过80m。 二、永久支护1、根据巷道性质、用途、服务年限和围岩特性，决定采用树脂锚杆、喷浆联合支护作为永久支护。2、锚杆支护参数计算（悬吊理论）（1）、锚杆长度：L=N（1.5+W/10）+ L1=1（1.5+3.4/10）+0.051.89（m）式中：L锚杆长度，m；W巷道跨度，3m；L1锚杆外露长度，取0.05m。目前，我矿使用树脂锚杆的长度为2m，符合要求。（2）、锚杆间排距：a= =1.4m式中：a锚杆的间排距，m；Q锚杆设计锚固力，取5t；r软弱岩层容重，取r=2.5t/m3。综上计算,考虑到巷道围岩情况及安全系数，树脂锚杆长选用2.0m,锚杆间排距均采用800mm800mm。每圈施工锚杆6根。3、锚杆布置：锚杆呈矩形布置，必须穿层打，与巷道周边轮廓线或岩层的夹角不低于75度，锚杆外露端头不得大于50mm，对不合格的锚杆必须重新补打，必须符合川煤集团质量标准化的相关规定。4、锚杆眼施工：（1）、锚杆眼必须严格按本作业规程规定的间、排距和角度施工。施工中若围岩的稳定性变差，岩层破碎，锚杆眼间排距缩小至600mm600mm，巷道断面每圈锚杆根数必须增加1根。（2）、打眼前必须敲帮问顶，撬掉活矸，对有可能发生冒顶的位置附近，必须先进行临时支护然后再钻眼。（3）、钻完眼后将眼内岩粉、积水吹洗干净，锚杆眼做到随打随锚。（4）、锚杆锚固力必须达到5t以上，不合格必须重新补打。（5）、锚杆施工必须做到当班打，当班锚；打一根锚一根，严禁先一次性打完眼后再锚固。5、喷浆支护：（1）、砂浆的主要原料为水泥、石粉、水、速凝剂。砂浆配合比为水泥：石粉=1：3，速凝剂用量为水泥用量的2.5-4%,水灰比0.45-0.55。（2）、喷浆厚度为20mm，砂浆标号不低于75号。（3）、喷浆支护视巷道安全情况采用每一个月喷一次。（4）、喷浆质量要求：喷射层表面平整，潮润光泽，粘结密实性好，无赤脚穿裙现象，无干斑、滑移或流淌现象。6、喷浆工艺：首先，应找尽巷道顶帮的悬矸活石，用防尘水冲洗尽岩面上的粉尘，其次，埋设控制喷层厚度的标桩，做好中、腰线的保护工作，认真检查喷射机具的密封装置是否严密可靠，准备好防尘设施，一切正常后才能进行喷射工作。（1）、严格按操作规程操作喷浆机，将风压调至1-1.5个大气压,水压2-3个大气压。喷浆机操作顺序为：开机时，开水开风送电加料；停机时，停料停电停风停水。（2）、喷头尽量与岩面垂直，并与岩面保持0.81.2m的间距，喷巷道侧墙下部时可下俯1015。（3）、喷射顺序：先墙基，再两帮，最后拱顶，自下而上呈螺旋状轨迹移动，旋转直径以200mm为宜。7、锚喷支护其他规定：（1）、每月必须组织一次喷浆支护。（2）、每次喷浆支护距碛头不大于15m。（3）、施工中，若遇巷道岩层变软破碎、过构造带，出现大面积冒顶、片帮等垮塌现象，采用锚喷支护不能满足安全需要时，则由生产技术科另行制定补充措施执行。附后：半圆拱巷道树脂锚杆支护图 （图3-3-3）第四节 轨道及道床永久轨道的钢轨型号为：该巷道均采用22kg钢轨；标准道床高度为：320mm。 轨道质量要求：轨道接头间距不超过5mm，平滑无错差、轨型一致、扣件齐全紧固、水平度一致，弯曲半径符合规定。无浮枕和浮钉，轨枕间距一致。表：3-1-2 轨道及道床参数表 单位：mm轨 道型 号轨距轨道与巷道中心线距道 床高 度道 碴厚 度碴面至轨面 间 距枕 木间 距道 碴粒 度22kg600320600第五节 巷道排水沟该巷道所掘永久水沟规格为：500mm450mm。施工中必须边掘进边将水沟掘出来，永久水沟必须随掘进工作面前移且最大距离不得超过30m，在未掘水沟段必须掘出临时水沟，保持水流畅通，巷道无积水。水沟坡度为3的上坡。表：3-2-3 排水沟有关技术参数表 单位：m2、mm水沟净断面积水沟掘进断面积水沟净高度水沟掘进高度水沟净宽度水沟掘进宽度浇筑厚度水沟盖板长宽厚0.2250.2550050045050015070050050第六节 巷道管缆线布置防尘供水管、风管每隔6m进行吊挂。电缆、通讯、监测线每隔4m进行吊挂。风水管接口要严实，不得出现漏风、漏水现象，更不得与电缆线绞接，风水管离轨面必须保持300mm，并随巷道弯曲。电缆线必须与风水管分侧吊挂，若不能做到分侧吊挂时，电缆线必须吊挂于风水管之上，且距离不得低于300mm。风水管距掘进迎头20m范围内使用1寸胶管，20m外使用2寸镀锌管作为风管和1寸镀锌管作为水管，并随工作面前进及时延长。通防科提前在巷道内定好吊挂瓦斯抽放管路的稳桩眼的高度及间距；机运科提前在巷道内定好架空线拉线眼子的高度及间距；掘进队在施工巷道时随巷道掘进及时打好吊挂眼。第四章 施工工艺第一节 施工方法该巷采用全断面一次成巷，掘进与支护顺序作业，在工序安全距离许可的条件下，可以组织平行作业。掘进采用钻眼爆破的方法，全断面一次起爆。第二节 凿岩方式一、打眼机具：打眼采用YT29型凿岩机2台，另备用2台，每班配备4台。二、降尘方法：采用湿式打眼、装填水泡泥、放炮喷雾、装岩前洒水、装岩过程中开放水幕、净化风流等的方法降尘。第三节 爆破作业一、爆破器材：使用3级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为32200，重200g，1-5段毫秒延期电雷管引爆，MFB150型隔爆电容式发爆器起爆。二、炮眼布置及装填结构：全部炮眼采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用木炮棍送到眼底，并将雷管脚线扭结成短路放置炮眼口；不得装错雷管段数，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。三、爆破网络采用串联，全断面一次起爆。图：4-1-4 装药结构示意图四、放炮警戒：在放炮前，班组长必须派专人到与该放炮点有联系的地点进行站岗警戒（警戒位置：在+320m西大巷距放炮点东、西各150m外的安全地点）并设置警示牌,清出放炮点内、301采区变电所内所有人员至警戒线外，直至放炮结束班组长通知撤离时为止。附后：巷道施工炮眼布置图 （图：3-2-2）表：4-1-4半圆拱断面钻眼爆破说明书1、爆破原始条件表：名称单位数量名称单位数量名称单位数量掘进断面m29.12炮眼个数个47炮眼深度m1.5净断面m28.73雷管个数个47工作面瓦斯0.25m3/min岩石硬度f6-8炸药用量kg19.92、钻眼爆破说明书：炮眼序号炮眼名称眼深（m）炮眼个数装药量（kg）爆破顺序炸药种类雷管种类联线方式条/眼总条数总重量1-6掏槽眼1.563183.6煤矿安全乳化炸药毫秒延期电雷管串联7-22辅助眼1.3162326.423-39周边眼1.3171.525.55.140-46底眼1.373214.247水沟眼1.31330.6合计4799.519.93、预期爆破效果表：名称单位数量名称单位数量炮眼利用率%67每立方炸药耗量Kg/m32.18循环进尺m1每立方雷管耗量发/m35.15循环破岩量m39.12炮眼密度个/m25.15循环炸药耗量kg19.9循环炮眼长度m62.3循环雷管耗量发47月进尺m78第四节 装载及运输该巷施工采用耙岩机装岩，配合人力推车，再由5吨蓄电瓶机车牵引串车至+320m西大巷，然后由10吨架线机车牵引串车运输。人力推车时，必须遵守下列规定：（一）、一次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10m；坡度大于5时，不得小于30m。（二）、推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口时，推车人必须及时发出警号。（三）、严禁放飞车。第五章 生产系统第一节 通 风本矿井为高瓦斯矿井，风量计算以煤矿安全规程第一百零三条规定为依据。每个独立通风掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量、风速和人数等规定要求分别计算，并必须采取其中最大值。然后，根据实际需要风量选取局部通风机，以局部通风机的实际吸风量加上局部通风机所在通风巷道断面乘以防止循环风的风速作为掘进工作面的配风量。一、选择通风方式1、施工过程中，采用局部通风机压入式通风，同时采用“双风机、双电源”布置形式，一台使用，一台备用。2、风筒敷设方式：风筒岩北帮布置，距离底板不低于1800mm，离轨道外缘不低于400mm。3、供风最远距离为1550m二、掘进工作面实际需风量计算1、按照瓦斯绝对涌出量计算：Q 掘100q 掘K 掘（m3/min）Q掘=1000.251.2=30m3/min式中:Q 掘掘进工作面需要风量，m3/min； q 掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，在正常生产条件下，根据采区掘进风巷涌出量情况和连续观测资料，该掘面平均瓦斯绝对涌出量取0.25m3/min； K 掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数。该掘面取1.2 100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数2、按一次起爆炸药量计算 Q掘=（Ajb）/(tc) （m3/min）Q掘=( 19.9 0.03)/(250.02%)=119.4（m3/min）式中：Aj掘进面一次爆破所用的最大炸药量，kg； b每公斤炸药爆破后生成的当量CO量，根据产品检验报告，取0.03m3/kg； t爆破后的排烟时间，min； c爆破经通风后，允许工作人员进入工作面工作的CO浓度，取0.02%3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量: 每人供风量4m3/min：Q掘4N （m3/min） Q掘420=80 （m3/min） 式中：4每人每分钟不低于4m3的配风量； N掘进工作面同时工作最多人数计算，该掘面N=20人。 4、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量 Q 掘60V 掘S 掘maxK 温(m3/min) Q掘=600.159.121.1 =90.3(m3/min)式中：V 掘局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s； 岩巷V 掘0.15m/s；煤巷V 掘0.25m/s； S 掘局部通风机供风巷道的掘进断面积8.28m2； K 温局部通风机供风巷道空气温度调整系数， 该掘面取1.1根据以上计算，迎头所需风量不小于119.4m3/min，放炮后通风排烟时间不低于25分钟。5、按局部通风机的实际吸风量计算局扇安装位置的全风压 岩巷掘进：Q掘 =Q局 +600.15S=119.4+99.12=201.5m3/min6、按风速进行验算: 、最低风量， Q 掘9S 掘 （ m3/min） Q 掘99.12=82.1（ m3/min）、最高风量， Q 掘240S 掘 （m3/min）Q掘2409.12=2188.8（ m3/min）式中：S 掘局部通风机供风巷道的掘进断面积，9.12m2；经过验算+320m西大巷掘进工作面风量119.4m3/min能够满足以上条件。三、局部通风机选型 1、局部通风机工作风量计算 Q 扇= Q 掘P m3/min Q 扇= Q 掘P Q 扇=119.41/(1-1550.002)=173m3/minL风筒长度，m； P局部通风机供风巷道风筒漏风系数，柔性风筒应按下式计算： P=1/（1-nL 接）； n风筒接头数；L 接一个接头漏风率，反压边连接时，L 接=0.002。2、局部通风机工作风压计算 根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值： hft =RpQ 扇Q 掘Pa 式中：Rp压入式风筒的总风阻，N.S2/m8 ；风筒风阻是由摩擦风阻、局部风阻组成，其大小取决于风筒的直径、接头方式、风筒总长度、风压、单节风筒长度、风筒的材质等，查表百米风阻值R100取0.0094 N.S2/m8 。L风筒长度，mhft压入式局部通风机全风压，Pa； RpR100（L/100）， Rp 34（1550/100）=527N.S2/m8Hft=5272.881.99=3020Pa 3、风机的确定根据以上计算，掘进工作面需要风量为119.43/min，局部通风机工作风压为3020pa，经过查局部通风机特性曲线图，现确定选用FBD NO5/27.5型轴流对旋式通风机，配直径600毫米风筒能满足供风要求。（FBDNO5/27.5型局部通风机吸入风量为180300m3/min，风压为340-3500pa）。局部通风机吸入风量取240 m3/min计算 四、局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算Q 掘全=Q 吸+60V 安S 安（m3/min）Q 掘全=240+600.159.12=322.1m3/min式中：Q 掘全局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min；Q 吸局部通风机吸入风量，m3/min。V 安局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，0.15m/s。S 安局部通风机吸入口至局部通风机供风巷道回风口之间的巷道断面，9.12m2。安装局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量以外，还应保证局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚。全岩巷取0.15m/s、煤巷和半煤巷取0.25m/s；五、风筒敷设方式该巷道最大供风距离为1550米；风筒必须严格按设计布置，吊挂平直，拐弯平合，以减小风阻，确保供风量。局部通风必须采用三专两闭锁设施，“双风机、双电源”，风机间必须安装自动切换装置，自动切换功能必须可靠。六、安装局部通风机的要求1、局部通风机安设在+320m西大巷内，距回风口10m以上的新鲜风流中，具体地点由通防科、队现场确定。2、局部通风机安设时离轨面不得小于30cm，风筒与局部通风机的连接必须严实无漏风现象，风筒必须缝环必挂，风筒出风口距迎头3m-5m。3、必须装设三专两闭锁设施，同时采用“双风机、双电源”布置形式，一台使用，一台备用。4、根据煤矿安全规程的规定，局部通风机及电源开关必须安放在巷道进风侧，同时在巷道内必须安装两个瓦斯探头，其中1个安设在距全风压风流汇合处10m范围内的新鲜风流中，另一个安设在掘进工作面风筒出风口另一侧距迎头5m范围内的回风风流中。5、掘进工作面放炮后通风时间必须达到25分钟，确保炮烟和有毒有害气体稀释到安全浓度以下。附后：通风、瓦斯监测监控系统示意图 （图：5-1-5）第二节 压 风表：5-1-5 压风设备及用风设备表设备名称型 号规 格风 压台数（台）风量（m3/min）空压机VFY-12/7-KBV型风冷8kg/cm2112m3/min凿岩机YT295kg/cm223.6m3/min第三节 瓦斯防治一、监测监控系统布置掘进工作面必须装备甲烷断电仪装置，工作面必须安装瓦斯传感器。传感器安置在巷道中上方，距巷道顶板不大于300mm，距帮不得小于200mm。爆破作业时，应将传感器摘下悬挂在不被爆炸冲击波冲坏的安全地段，爆破后应在炮烟排尽后恢复使用。二、瓦斯检查及瓦斯安全检查员履职管理1、瓦斯检查瓦斯安全检查员必须执行巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每班检查不少于3次，其他地点每班检查不少于2次，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知当班班长。2、瓦斯安全检查员履职管理（1）瓦斯安全检查员必须经过专门机构培训合格，持有效证件上岗。（2）瓦斯安全检查员必须坚持手上交接班制度，巡回检查瓦斯，不得空班漏检和假检，加强工作面的瓦斯检查，瓦斯浓度超过0.8% 严禁作业。（3）瓦斯安全检查员负责风筒的接续和修补，保证风筒完好，逢环必挂，吊挂平、直，距迎头距离不得超过5m。（4）瓦斯安全检查员负责迎头甲烷传感器移设。（5）加强局部通风机的管理。（6）当瓦斯浓度超限时，瓦斯安全检查员有权责令现场工作人员停止作业，沿避灾路线撤到安全地点，并及时向综合调度室和通风调度室汇报。 第四节 综合防尘1、在巷道内安设一组防尘水幕，水幕位于迎头不大于50m处，隔爆水棚安设在距该巷道迎头不大于200m处。2、必须湿式打眼，做到无水不开钻、停水必停钻。3、加强通风，设置防尘水幕，净化风流。4、必须使用水炮泥。5、定期冲洗巷帮，放炮前喷雾洒水，装岩洒水防尘。6、迎头工作人员必须佩戴防尘口罩，搞好个体防护。附图：供、排水、防尘系统示意图 （图：5-2-6）第五节 防灭火一、防灭火措施：1、工作面防火水源来自地面防尘水池。2、巷内灰尘要定期冲洗和清扫。3、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内或硐室。4、严禁明火作业和电器失爆。5、发生火灾时必须严格按煤矿安全规程第二百四十四条规定执行。6、若电气设备着火时，必须先切断电源，然后用砂子灭火。7、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。二、隔爆措施：随着巷道掘进进尺的增加，必须按照通风质量标准化的要求安装隔爆水棚。第六节 安全监控矿各科室管理人员、队长、技术员、爆破工、班组长和电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。局部通风机必须装备瓦斯电、风电闭锁装置；在迎头回风中安设瓦斯监控传感器。同时在巷道内必须安装2个瓦斯探头，其中1个安设在距全风压风流汇合处10m范围内的回风风流中，另一个安设在掘进工作面风筒出风口另一侧距掘进工作面5m范围内的回风风流中。1、掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器，T1距迎头不小于5m，T2距回风点1015m。2、断、复电瓦斯浓度及断电范围：（1）断电值：T10.8%CH4，T21.3%CH4。（2）断电范围：T1、T2掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（3）复电值：T10.8%CH4，T20.8%CH4。（4）报警值：T10.8%CH4，T20.8%CH4。3、监控设施管理措施：（1）甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，距岩壁不小于200mm。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他损坏。（3）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每7天用标准气样标校一次，日常若有故障，应及时处理。（4）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，监控工负责安设瓦斯电闭锁。（5）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。（6）掘进工作面T1 传感器由专职瓦斯检查员负责前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。（7）洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。（9）局部通风机处应安装甲烷传感器，报警断电值0.4%，复电值0.4%。（10）施工单位每隔4m在风筒另侧打监测电缆挂眼，具体位置由瓦检员确定。附后：通风、瓦斯监测、监控系统示意图 （图：5-1-5） 第七节 供电系统（一）、供电方式、电压等级。根据煤矿安全规程和303采区供电设计的要求可以确定代池坝煤矿303采区+320水平西大巷掘进工作面采用干线式供电，专用局扇电气设备的电源电压为660V，动力设备的电源电压为660V。（二）、工作面同时工作设备最大电力负荷。根据煤矿安全规程之规定，工作面和专用局扇分开供电，同时完善风电、瓦斯电闭锁，专用局扇的最大电力负荷为27.5KW的对旋局扇1台，碛头最大动力负荷为：Pe=11.4+17=28.4KW。（三）、电缆、设备选型及继电保护整定计算。1、设备选型根据煤矿安全规程之规定和低压开关选型原则，阶段配电点的馈电开关选定为KBZ型，单台设备的控制开关选型为QBZ真空磁力启动器，专用局扇的控制设备选定为QBZ-80SF双风机双电源开关，瓦斯、风电闭锁的联锁设备选定为QBZ系列开关，瓦斯分站电源箱选为KFD-3X型。2、电缆选型根据煤矿安全规程之规定和采区供电等级，以及工作条件及敷设地点的要求，该工作面的专用局扇和动力设备的低压电缆选定为MY-1000型。3、开关的保护整定计算开关（1）过流保护：IzIe =28.41.15=32.66(A)因该型号开关过流保护整定范围为20-630A步长为5A连续可调，开关（1）的过流保护整定值整定为35A。短路保护的整定值：Idz Iqe+Ie=6171.15+11.41.15=130.41(A)短路保护整定为4倍Iz，即：140A。开关（5）为 JDB-80型电子综合保护器：IzIe =11.41.15=13.11(A)因该型号开关分档整定，整定为14A档位。短路保护为8-10倍Iz。开关（6）为 JDB-80型电子综合保护器：IzIe =171.15=19.55(A)因该型号开关分档整定，整定为20A档位。短路保护为8-10倍Iz。开关（2）过流保护：IzIe =151.15=17.25(A)因该型号开关过流保护整定范围为20-630A步长为5A连续可调，开关（2）的过流保护整定值整定为20A。短路保护的整定值：Idz Iqe+Ie=6151.15=103.5(A)短路保护整定为6倍Iz，即：120A。开关（7）为 JDB-80型电子综合保护IzIe = 151.15 =17.25A因该型号开关分档整定，可整定为20A档位。短路保护为8倍Iz。图：5-3-7 供电系统示意图表：5-2-6 工作面电气设备、电缆配置表序号名称型号功率台数备注1真空馈电开关KBZ-200200A2台2专局开关QBZ-480480A1台3风电、瓦斯电闭锁开关QBZ-8080A1台4瓦斯监测分站KFD-3X1台5局扇27.515KW2台6矿用橡套电缆MY350+11650M7矿用橡套电缆MY335+110600M第八节 排水系统一、掘进工作面最大涌水量为：5.0m3/h。排水线路：迎头+320m西大巷+320m水平主石门+320m水平中央水泵房地面。第九节 运 输该工作面随掘进距离的增加采用5吨机车、牵引1T固厢式矿车串车配合人力推车运输。材料、设备运输路线为：地面主斜井+320m水平主石门+320m西大巷迎头。矸石运输路线为：迎头+320m西大巷+320m水平主石门主斜井地面。附后：运输、通讯、照明系统示意图 （图：5-4-8）第十节 通 信工作面安设1部电话，电话距迎头不超过200m。附后：运输、通讯、照明系统示意图 （图：5-4-8）第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织该掘进工作面采用“三八”制作业方式组织生产，每班一个循环。表：6-1-7 劳动组织表编号工 序班次及人数早班中班夜班1钻眼、锚杆临时支护3332做引药水炮泥、放炮2223装矸、运输、做水沟4444质量检查员检修工具1115跟班队管111合 计111111第二节 正规循环作业为了保证正规循环作业的完成，工作面作业根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，在保证安全的前提下工序和工序之间尽量做到平行作业，以便充分利用工作时间，提高正循环率。表：6-2-8 正规循环作业图表第三节 主要技术经济指标表：6-3-9 半圆拱断面主要技术经济指标表序 号技术经济指标单 位数 量备 注1岩石硬度f682掘进断面m29.123打眼机台4YT-29型（2台备用）4循环进尺m15昼夜循环数个36月工作天数天267循环率%878月循环个数个789月进尺m7810在册人数人4711出勤人数人4012出勤率%8513工效m/工0.02114炮眼利用率%6715循环炸药总耗量Kg19.916循环雷管总耗量发4717循环炮眼长度m62.318巷道坡度3第七章 安全技术措施第一节 一通三防安全技术措施1、局部通风机由瓦检员负责，保证正常运行。2、使用局部通风机，无论工作或交接班，都不准停风。困检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前必须检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近10m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。开启局部通风机，严格按煤矿安全规程第一百二十九条、第一百四十一条的规定执行。3、临时停工时不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏警标，禁止人员进入。4、定期检修局部通风机，严格执行检修停风、停电报批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风、停电现象。5、跟班队干、放炮员、班组长必须携带便携式瓦斯自动监测报警仪，入井人员必须按规定配带好自救器。6、迎头回风流中瓦斯浓度若超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，按煤矿安全规程第一百三十六条、第一百三十八条、第一百三十九条的规定执行。7、瓦斯异常涌出预兆：迎头瓦斯忽高忽低，浓度骤降，煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到头昏等。遇上述情况，必须及时报告，加强通风，停止工作进行处理，等瓦斯浓度降到0.8%以下并稳定时，再进行工作。若情况危急，必须及时撤离危险区。第二节 顶板管理安全技术措施一、各工种工作人员进入工作场所，无论是工作前还是工作中都必须随时注意围岩情况。经常使用长钎子对巷道顶帮进行严格的敲帮问顶，发现问题及时处理，对有空响或撬不掉的危岩，必须打好临时点柱。在处理安全前，必须通知附近工作人员撤到安全地点，绝不允许其它闲杂人员在所要处理安全地点拖延或逗留。每次放完炮后，必须待炮烟吹散，由瓦检员、跟班队干、班组长、放炮员沿途检查巷道围岩情况，对迎头加强敲帮问顶，处理好安全后，其它人员方可进入迎头作业。二、锚杆必须按规定角度布置，不得打“穿皮眼”或顺层面、裂隙打眼；锚杆必须按设计进行布眼；打锚杆时，必须由外向里逐一进行。锚杆支护必须按规定一次到位，打一根，安装一根，前一根没完工，下一根不得开工。必须符合矿井安全质量标准化标准。三、必须坚持正确使用轻型单体液压支柱作临时支护，严禁空顶作业。四、施工队必须严格按规定的循环进度、支护参数以及控顶距进行施工，凡超过控顶距必须及时进行永久支护。第三节 爆破安全技术措施一、爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”。二、工作面采用毫米延期爆破，总延期时间不超过130ms，严格执行一次装药，一次起爆，严禁一次装药分次起爆。三、炮眼封泥必须使用水炮泥和黄泥，封泥长度必须符合煤矿安全规程第三百二十九条之规定。四、装配引药及装药联线工作只准放炮员一人进行，跟班队干或班长负责监督，放炮器钥匙只准放炮员随身携带，放炮器由瓦检员保管，严禁交与他人。五、做引药时，必须用竹（木）签子先钻眼，然后将雷管插入眼内，严禁将雷管直接插入药卷中或捆在药卷上。做好的引药需将雷管脚线末端裸线扭结到一起使其短路，将脚线全部绕缠到药卷上。六、严禁边打眼边装药，装药前必须将炮眼内泥水吹洗干净，其它人员撤到安全地点，装药数量按本规程规定执行，装好药的雷管脚线必须扭结在一起予以短路并放于眼内。七、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破：1、空顶距离不符合作业规程规定，或者支护不齐；2、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%及以上；3、爆破地点附近20m以内有未清除的煤和矸，或者其他物体堵塞巷道断面1/3以上；4、炮眼内发现异常、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散等情况；5、工作面风量不足；6、有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗、有水叫、雾气等）。八、爆破母线和连接线必须符合下列要求：1、爆破母线和连接线、雷管脚线和连接线、脚线之间的接头必须拧紧并悬挂，不得和导电体接触；2、爆破母线随用随挂，不得使用固定爆破母线；3、爆破母线和电缆信号线等必须分挂在巷道两侧；4、只准采用绝缘母线单回路爆破；5、爆破前，爆破母线必须扭结成短路。九、爆破必须使用发爆器；联线工作由放炮员执行，跟班队干监督，线联好后放炮员与班组长必须将接线网路全面检查一遍，防止错接。十、放炮前，班组长必须派人到与该巷放炮点有联系的各点且距放炮点不少于150m的位置安设警戒，并揭示警标，清理出放炮点以内的所有人员，直至放炮完全结束，由班长亲自通知撤离时为止。放炮母线长度不低于150m，严禁放明炮、糊炮、明电放炮以及短线放炮等违章情况发生。十一、放炮作业时，放炮员必须最后离开迎头，必须在警戒线以外的安全地点起爆，并由班长清点人数，准确无误后，方能下达放炮命令。放炮前放炮员必须鸣哨，大喊三声“放炮了”，喊话后再等5秒后方能充电起爆。放炮完毕，必须取下放炮母线并扭接成短路，取下钥匙，待炮烟吹散且瓦斯不超限的前提下，才由瓦检员、放炮员、班组长再次进入迎头检查安全、验炮，经确认无误后，方能允许作业人员入迎头继续作业。放炮时，放炮员、躲炮人员必须在安全地点放炮、躲炮。十二、通电以后若发生拒爆 ，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15分钟以后，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班交接清楚。十三、处理拒爆事故时，必须遵守下列规定：1、由于连线不良造成的拒爆，可重新联线起爆；2、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆； 3、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管；不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼；4、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；5、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 十四、炸药、雷管领取及消耗必须经当班的跟班队干签字，用不完的必须当班持此证明交回井下炸药库，严禁井下私存和自带出井。第四节 防治水安全技术措施掘进过程中，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。掘进工作面若出现下列透水预兆：挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑等有臭味等异状时，必须停止作业，立即汇报调度室；如情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水灾威胁地点的人员。第五节 机电安全技术措施1、巷道内大小电缆必须分类悬挂整齐，每5m一个挂点，严禁放炮母线与动力电缆线挂在一起，防爆开关必须安放在无淋水、无垮落物且不影响行人、行车的地段，严禁施工中将开关倾斜45。2、对所有机电设备供电必须严格执行煤矿安全规程之规定，禁止带电搬迁检修电气设备，放炮和喷浆时须遮盖好开关和电缆。3、机电设备检修必须先断电、后验电、放电。把开关手把打到零位并闭锁，挂上“有人工作，严禁送电”的警示牌，且有专人监管。严格执行谁停电谁送电的原则。4、机运科（队）每周应对巷道内所有电器设备进行防爆检查，杜绝电气失爆现象发生。第六节 其 它一、施工要求和技术措施1、钻眼前，班长必须配合质量验收员将巷道腰线延至迎头，并做好标记，根据施工断面图画出巷道轮廓线，再按作业规程炮眼布置图规定，定出炮眼眼位。2、精心钻眼，每个眼孔要做到准、平、直、齐，实行定人、定钻、定位置钻眼。（1）“准”指：各炮眼要精确打在定好的眼位上，上、下、左、右误差要控制在20mm以内。（2）“平”指：顶帮眼和辅助眼要互相平行，顶帮眼外插和上爬角不超过3，不得内插和下栽。（3）“ 直”指：要求各炮眼方向与巷道轴线方向平行一致。（4）“ 齐”指：同类炮眼深度要一致，误差控制在50mm以内。3、严格按巷道施工断面图、炮眼布置图施工，严格控制巷道超、欠挖。4、施工时严格控制好巷道掘进方向，严禁出现急弯、死弯。5、施工中必须边掘进边将毛水沟掘出来，保持水沟畅通，巷道无积水。6、巷道铺设的钢轨，水泥轨枕，要求构件齐全、紧固有效。要求浮矸不超过轨枕上平面。轨道坡度误差、内错差、高低差不得超过质量标准化标准的规定。7、施工中，巷道内必须准备至少10根圆木（1220cm，长为巷道高度），以便临时处理安全使用，且距迎头不少于80m，以便处理安全时临时使用。二、打眼安全技术措施1、打眼前先对钻具和风水管路进行检查，只有各项设施处于完好的情况下才能使用。迎头采用YT29A型风动凿岩机湿式钻眼，风水管路必须固定牢靠。2、严格检查工作面安全情况，处理好各项安全后方可进行打眼。3、严格按煤矿安全规程规定打眼，严禁骑在脚架上打眼，严禁在钎子下面横穿，以防断钎伤人。4、严禁边打眼边装药，打完眼后要做到“三齐一净”（一净指：掘进头钻具、风水管路撤干净；三齐指撤出的电线要吊挂整齐，撤出的风水管靠一帮盘放整齐，撤出的钻具、设备、擦试干净存放整齐）。5、打眼中若发现异常情况应立即停止作业，撤出人员，并及时向调度室汇报，同时不能从眼中拔出钎子。三、安全学习制度坚持每周二安全学习制度，每个职工必须牢记“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，做到不违章指挥，不违章作业，当生产与安全发生矛盾时，生产必须服从安全，待处理好安全后，方可恢复生产。每个职工必须学习本规程经考试合格后方能上岗，各特殊工种必须先接受安全技术岗前培训，经考试合格取得岗位证书并持证上岗。四、班前会制度各班作业前必须由值班队干或班长负责组织开好班前会，通报上一班的安全生产和隐患等情况，把本班的安全和生产责任落实到人头。五、工作面交接班制度除带班人员必须在现场交接班以外，严禁其他人员在掘进作业现场交接班。交接班的主要内容为：当班生产任务完成情况，工作面有无地质构造及出现的位置、安全隐患及可能出现的问题；迎头有无残瞎炮及位置、产生的原因；各种机械设备、风水管路是否完好、有无需要更换的零件等。若因上一班交待不清造成事故影响生产，必须追究上一班责任。六、工程质量验收制度各班