1204回风顺槽掘进作业规程.doc

贵州国源矿业有限公司锦源煤矿 1204运巷掘进作业规程第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称及位置本作业规程掘进的巷道名称为1204运输顺槽掘进作业规程，1204运输顺槽位于矿井矿区范围南部边界,F9断层的南部;该巷道东部的东部对应位置有南翼回风巷，西部有2#煤层的1202皮带机巷，北部有1202回风顺槽;南部有南翼运输巷及2煤层南翼回风巷。二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成1204工作面的运输、进风通道、下安全出口、安全监测、瓦斯抽放等系统，保证1204采煤工作面能进行正常回采。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：178米（平距，从设计巷道开口处开始；）;同时沿该巷道左右每30米错位布置一个钻场,共布置6个钻场;每个钻场工程量为4米;故钻场总工程量:24米; 合计施工工程总量:202米.服务年限为2个月。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2013年5月1日开工，预计2013年5月底竣工。第二节 编写依据一、地质说明书及其它报告的批准时间地质说明书为：1204掘进地质说明书。六枝工矿集团恒达勘探设计院提供的贵州省水城县锦源煤矿地质详查报告，批准时间为2008年8月。水城县水文地质调查报告，贵州省煤田地质局水源队，批准时间为2007年7月。二、矿压资料 本区总体为一向斜构造，地层倾角平缓，区域内有F8、F9、F10断层存在，构造复杂程度属单一中等类型，构造复杂地段及断层交汇处地压将明显增大。三、其它有关规定防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定、煤炭工业小型矿井设计规范等。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 一、待掘巷道相应的地面位置：1204运输顺位于矿区南翼，对地表总体为北高南低，高差为：1550至1500米；地表是荒坡地，无村寨、水体、及其它保护地。因此，巷道施工不受地面因素的制约。二、掘进巷道附近采掘情况及影响：1204运输巷布置在2煤层中，对应上覆煤层3号、5号、6号上、下煤层未开采；巷道周围无其它采掘巷道布置。地面相对位置及邻近采区开采情况见表一 井上、下对照关系情况表 表一概况工作面名称1204回风巷 工作面标高+1443+1445地面位置该巷道位于矿井南部边界，F9断层的南部，该巷道穿越的地形总体特征为北高南低，工作面对应范围内地面标高在+1550+1500m之间；设计巷道布置范围内地表无建筑物及河流、公路等公共建筑设施，巷道与地表的最大落差为：111m，最小处落差为：60m；对地表无影响，平均埋藏深度85米。巷道施工不受地面因素的制约。井下位置及四邻采掘情况下覆3、5煤层距该煤层间距分别为8米和21米，其对应上投影位置无空区；下覆6-1煤层距该煤层间距为50米，其对应投影位置无空区；但因受断层制约，故应加强1204风巷顶板管理和防治水工作。巷道长度(m)178第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度 本巷道掘进煤层为2层煤，煤层走向为170，倾向：260，平均倾角7，该巷在设计范围内煤层厚度较稳定，其煤厚在1.62.0 m。二、煤层顶、底板情况2煤层的伪顶为泥岩厚约10厘米，一般随煤而落；直接顶为中厚状粉砂岩厚约1至1.5米，老顶为中粗粒状砂岩厚约7.4米左右；直接底为铝泥岩厚约30厘米左右，遇水易膨胀；老底为粉砂岩。具体情况见表二表二 煤层情况表煤层总厚(m)1.6-2.0煤层结构(m)煤层倾角(度)3111.81.6-2.02.57煤层为灰黑色、黑色、粉状、粉粒状、块状为主。断口为贝壳状、参差状。以半暗半亮型似金属光泽为主，少量光亮型。煤层镜质体最大反射率为2.972.99左右，显微硬度为3.363.37 N/mm2，变质程度为无烟煤1阶段。单一煤层，厚度1.6-2.0米。厚度较稳定，属结构简单的较稳定型煤层。2煤层的伪顶为泥岩厚约2厘米，一般随煤而落；直接顶为中厚状粉砂岩厚约1至1.5米，老顶为中粗粒状砂岩厚约7.4米左右；直接底为铝泥岩厚约30左右厘米，遇水易膨胀；老底为粉砂岩。附1：1204运输巷综合柱状图三、煤层瓦斯涌出量、煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性等1、煤层瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件(黔能源煤炭2011833号)对对六盘水市煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，锦源煤矿矿井绝对瓦斯涌出量18.12m/min, 矿井相对瓦斯涌出量29.19m/t。 表 矿井2012年度的瓦斯涌出量情况表 煤矿名称年度相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）锦源煤矿2012年度29.1918.122、煤层自燃发火期及自燃倾向性根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2009年8月26日提供的煤炭自燃倾向性鉴定报告2#、煤层的自燃倾向性为三类。见表 煤层自燃倾向等级鉴定结果表煤层编号St.d(%)全硫Mad(%)水份Ad(%)灰份vdaf(%)挥发份煤吸氧量（cm3/g）干煤鉴定结论20.20.620112.26三类3、煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2009年8月26日提供的煤尘爆怍性鉴定报告，2#煤层的煤尘有爆炸性。见表表 煤尘爆炸性鉴定报告结果表煤层编号Mad(%)水份Ad(%)灰份vdaf(%)挥发份火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）鉴定结论20.62.112.265060有爆炸性4、煤与瓦斯突出危险性鉴定根据贵州省能源局文件黔能源发2009152号关于对关于对转报关于报审水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的报告的批复：2009年8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交了水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。鉴定结论为：（1）锦源煤矿2#煤层在鉴定范围（标高+1384m以上的2#煤层）内无突出危险；但矿井按煤与瓦斯突出矿井管理。 5、其它本井田属地温正常，无热害影响；同时地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井也未发生过冲击地压。第三节 地质构造一、区域地质1、区域地层关系由新到老分别为：第四系、下侏罗统、中三叠统、下三叠统、上二叠统；巷道布置在二迭中段统龙潭组当中，总厚在400米左右；巷道布置区域北部有F9断层；南西部有F10断层（边界），且均发育于矿区的南部。巷道处于两断层中间，靠近F9断层；且受断层发育影响巷道在施工过程中，可能有其派生断层存在。其中F9断层S600E/70SN;H7OM;F10断层S680E/56SN;H15M. 2、派生断层 产状：N120E/43SN；断距：8.5米。二、区域水文地质1）由于该工作面布置范围内有两条主断层存在，断层有一定的充水条件，因此在掘进过程中，应加强探放水和排水工作；严格执行“不探不掘、先探后掘”的探放水原则。2）巷道埋藏深度距地表较浅，掘进过程中要坚持探放水工作。结论： 1、其派生断层对1202运输巷掘进过程有影响。 2、防止地表老窑积水，坚持探放水工作。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 一、巷道布置 1、 1204风巷布置在2号煤层中，在N4点开口，方位：248度；巷道开口标高：+1443米水平；沿煤层顶板掘进；巷道设计长度为178米。附图：1204运输巷巷道布置平面图（1：2000） 二、巷道设计形状与断面巷道形状为梯形,宽3.4米,中高2.2米;设计巷道净断面:7.48平方米.(附图2:支护图、断面图) 三、巷道支护方式巷道支护方式为锚杆+锚网支护；开口处和地质构造带处采用锚索支护。第二节 支护设计一、锚联网永久支护设计 1)顶锚杆通过悬吊理论作用，达到支护顶板效果的条件，应满足：LL1+L2+L3式中L锚杆总长度，m；L1锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m；L2有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b）;L3锚入岩（煤）层内深度，m。其中围岩松动圈冒落高度b=(2.4+2.50.122)/4=1.35 m式中B、H巷道掘进荒宽、荒高； 顶板岩石普氏系数； 两帮围岩的似内摩擦角，=。L=1.35+0.1+0.4=1.85m;实际操作时取锚杆长度为2.5米,大于理论计算值1.85米. 2 )校核顶锚杆间、排距：应满足 式中锚杆间、排距，m； 锚杆设计锚固力，kN/根； k安全系数，一般取2；（松散系数）L2有效长度（顶锚杆取b）;岩体容重a=1.25m;实际锚杆间距取值:0.8m,小于计算理论值. 3)锚杆直径: mm式中P-单根锚杆的设计锚固力，110KN；P1-为螺纹钢的屈服强度，350Mpa根据以往经验，结合计算取锚杆直径为20mm总结:根据以往同类煤层顶板支护的成功经验及岩性和用药量类比，该巷采用锚杆+锚索+钢筋网支护，开口处锚索间排距正常情况下为1400mm1400mm，特殊情况下（地质构造变化带）锚索间排距可改为800mm800mm；，锚杆间排距为800mm800mm；锚索规格为15.24mm、L5300mm或L7300mm，锚杆规格为20mm、L2000mm，锚杆每眼用2节药卷，锚索每眼用4节药卷，药卷型号为K2335，规格为23mm350mm;二、临时支护设计1）采用1.2米的交接顶梁进行支护，两组交接顶梁沿巷道走向进行平行布置，交接顶梁的长度；4.8米；间距：1.4米；最大控顶距：2.4米；2）顶梁上沿巷道倾向布置三根方木挑顶（具体见附图4：临时支护平、剖面图）第三节支护工艺要求 一、锚杆（索）安装要求 1、锚杆安装要求：（1）、锚杆间排距为0.8m0.8m；（2）、锚杆外露长度从托板算起不大于50mm。锚固力：顶锚杆不小于70KN，帮锚杆不小于30KN，螺母扭力矩：顶锚杆不小于100N*m。（3）、顶锚杆角度不小于75，帮锚杆垂直巷帮布置。（4）、顶帮药卷均使用树脂药卷，每孔使用两根药卷。安装锚杆时将锚固剂用锚杆体顶住送至孔底，启动搅拌器，边旋转搅拌边匀速推进到孔底，搅拌时间1525s（快速型树脂锚固剂）。搅拌停止后，等待90180s，卸下搅拌器上托板、拧紧螺母。（5）、锚杆间排距误差不超过50mm。（6）、顶锚杆孔深为2.0m，打顶锚杆使用MQT-120锚杆钻机，钻头使用0.028m的羊角钻头。（7）、帮锚杆孔深为2.0m，打帮锚杆使用7655风动凿钻，钻头为0.028m的羊角钻头。打好眼后，掏净岩粉，必须使用风动板手紧锚杆。（8）、顶帮锚杆均采用边掘边锚，即由外而里，不得滞后；必须按照“先控顶、后控帮”的原则进行操作。2、铺联网安装要求：网采用直径4mm的钢筋焊制的方格网，网的规格为长宽=20001000mm，网格为长宽=100100mm，相邻网之间要压茬连接。压茬长度不小于100mm，并用14#铁丝连接，相邻两连接点距离不大于200mm。托盘规格为长宽厚 = 30020050mm。顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷铺设。3、锚索支护要求：（1）、开口处锚索支护形式为双排锚索跟紧锚杆支护。锚索间排距为1.4m1.4m；（2）、打锚索使用MQT-120型风动锚杆钻机，打眼前先送水后开钻，严禁无水开钻，推力要适当，严禁突然升高钻杆。（3）、锚索眼深6.2m，药卷搅拌时间按药卷使用说明书，严禁随意截短药卷或钢绞线。（4）、锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN。（5）、锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度不超过0.10m。（6）、如遇顶板节理发育、松软、压力大地段采用加密锚索布置，并紧跟迎头支设。（7）、锚索预紧时，必须用张拉千斤顶。二、支护工艺及要求 (一)、锚杆支护工艺及要求1、进行敲帮问顶用长柄工具从外往里处理顶帮活矸前移前探梁开始吊联顶网打顶锚杆每打一根上好托板紧固螺母用扭矩扳手检查扭力矩是否合格打起顶锚杆后打帮锚杆。2、锚杆间排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。3、锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。4、岩体锚杆眼必须用扫眼器将眼内岩粉扫净。5、锚杆带托板要贴紧岩面。6、准备2台锚杆机，其中1台备用，1台作业。（二）、锚索支护工艺及要求1、准备工作：点眼、打眼上药卷安装锚固锚索，上托板用千斤顶预紧锚索用切割器切掉锚索外露超长部分。2、搅拌器一定要插入钻机底，锚索要插进搅拌器底部，注药卷过程中要专人护住锚索，以防甩脱锚索发生伤人事故。3、锚索锚固后，及时上托板预紧。4、张拉时，千斤顶应与锚索保持同一轴线。5、手动泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。第四章 工程质量控制第一节 巷道工程质量控制 一、巷道工程质量控制1、巷道中线至两帮距离误差应控制在0100mm;（设计为1700 mm）2、巷道中高误差应控制在0150mm;（设计中高为2500mm）3、水沟误差应控制在+、-30 mm（设计水沟为宽300 mm，深300 mm；二、锚杆支护工程质量控制1、株排距应控制在正负50 mm；（设计为800800 mm）2、孔深应控制在050mm mm，（设计为2000 mm）3、外露长度应控制在50；4、锚杆角度应控制在75度；5、锚固力应控制在大于60KN； 6、一个循环内锚网距工作面距离100 7、 锚杆抗拔力大于50KN；三、锚索支护工程质量控制1、株排距应控制在正负100 mm，（设计为14002000 mm）2、孔深应控制在050mm ，（设计为6200 mm）3、外露长度应控制在100；4、锚索角度应垂直巷道轮5、锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN。第五章 施工工艺第一节 施工方法与工序一、施工方法与工序1）施工方法:采用风钻打眼，15段煤矿许用毫秒电雷管和3煤矿许用乳胶炸药爆破，锚联网为永久支护，前探梁为临时支护；2）主要工序:交接班、危岩处理、打眼、检查瓦斯、装药连线、检查瓦斯、爆破、通风、检查瓦斯、危岩处理、临时支护、出碴、永久支护、下一循环、交班等。第二节 爆破作业一、爆破作业一）、掏槽方式为：楔形掏槽法。 1、炸药、雷管：使用三号煤矿许用乳化炸药、矿用毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。2、装药结构：正向装药结构。3、起爆方式：起爆使用MFd100型发爆器，煤、岩分次全断面一起爆，联线方式为：串联。4、采用先抽煤后抽岩的先后顺序，对煤、岩实行分次打眼、分次装药、分次爆破。5、正向装药示意图 附后 6、炮眼布置三视图（附图5）7、爆破作业说明书（附表1）8、爆破流程图表放炮前瓦检员测气班组长申请装药瓦检员测气爆破工组织装药连线瓦检员将放炮命令牌交给放炮员班队长将放炮命令牌交给瓦检员放炮员将警戒牌交给班队长并布置警戒放炮合格后，三牌各归原主撤回警戒班组长、瓦检员、爆破工检查验放放炮员发出放炮口哨后10秒开始放炮放炮后瓦检员测气第三节 装载与运输一、装载与运输方式 1、装载方法：工作面煤、矸分次由人工攉至延伸到迎头的SGB-420/40溜子，然后由此溜子运输至1202皮带机，再由皮带机运输至1202上山刮板机，由刮板机运输至矿井南翼皮带机，再由南翼皮带机运输至暗主井皮带机，由暗主井皮带机运输至主井煤仓，最后主井皮带机运输至地面。材料通过副井一水平联络石门至南翼回风巷至工作面（ 附：运输系统图） 二、运输设备的铺设及安全设施1、溜子的铺设与搭接要求：(1)、溜子辅设在巷道的中间，辅设时要放线时要放线辅设；溜子与溜子头的搭接处要有“回煤坑”溜子的纵横弯弧不得大于3度。3、提升运输安全设施安装溜子的机头、机尾要安装可靠的压车柱。副井提升时一水平以上的防跑车装置与跑车防护装置必齐全。第四节 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、风筒吊挂靠巷道的左上帮，顶锚杆外端吊挂、做到逢环必挂，风筒距迎头不大于5m。3、风管、水管用铁丝捆绑在左帮帮锚杆上直径分别600和500mm，每隔35m捆一道，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。4、各类电缆必须悬挂在巷道左帮上角处的钢角线上的电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。5、信号、监控等低压电缆要挂在另一条钢角线的电缆钩上，两条钢角线之间平行间距不小于300mm.6、瓦斯抽放管布置在巷道的右下角，距巷道底部必须高于30公分，采用3寸的PVC管。7、轨道枕木必须铺在实底上，轨道使用22kg/m单轨铺设，轨距0.6m；要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过0.01m，内错差不超过0.005m，道枕间距不大于1.0m，并且轨枕必须垫实。第五节 设备及工具配备一、见设备及工具配备表，如下：序号名 称型 号单位数量备注1带式输送机SDJ-6002刮板输送机SGW-40部53绞车4锚杆钻机MQT-120台45风钻7655台26局部通风机FBD6.0-222KW台27移变8控制开关BKD-400台69馈电开关KBZ-400311综保ZXZ-4台112电话部113激光指向仪114锹把1215镐把816锤把217风泵台2备用18风筒600*10m节500米第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织及循环作业图表一、劳动组织表工种需出勤第一班第二班第三班备注班队长3111放炮员3111打眼工9222攉煤工9222支护工9222综合工12222队长11合计31101110说明：采用三八制作业，每班完两个循环，第个循环进尺：1.8米。68二、循环作业图表第二节 技术经济指标一、主要技术经济指标序号项目单位数量序号项目单位数量1巷道类型准备11锚杆消耗根/m13.752巷道方向248000012锚索消耗根/m0.353巷道坡度顺煤层顶板掘进13水泥消耗m3/m4巷道长度m17814沙子消耗m3/m5巷道净断面7.4815出勤人数人/天316巷道荒断面7.7516开工日期2013年5月1日7支护方式锚网+锚杆+锚索17完工日期2013年5月下旬8单循环进度m18189循环个数个/天61910循环进度m/天10820第七章 生产系统第1节 通风系统一、通风方法与通风系统布置1）该工作面采压入式通风方法；2）新风：主斜井 南翼石门 1202上山 1202皮带机巷 局扇及风筒 工作面 。3）泛风：工作面 南翼风巷 一水平石门 回风斜井。（附图7：通风系统图）二、工作面风量分配计算与局扇选型 1）工作面风量计算(1)按瓦斯涌出量计算 Q掘=Q瓦K/C= 1.51.8/0.8%=337.5m3/min注：Q掘掘进工作面实际需要的风量:337.5m3/min；Q瓦瓦斯绝对涌量：1.5m3/min；C回风流中瓦斯的允许浓度；K高瓦斯突出矿井取涌出不均衡系数最大值:1.8。(2)按工作面人数计算Q掘=4N=411=44m3/min注：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；N掘进工作面同时工作的最多人数；4每人供给的最小风量(含领导检查人数)。(3)按炸药消耗时计算Q掘=25A=257.3=182.5m3/min(全断面一次爆破) (4)按掘进工作面温度和炸药量验算，见表-2表 -2 掘进工作面温度和炸药量炸药量kg55 2020温度16以下1622232616以下1622232616以下16222326需要风量m3min-14050605060806080100取值为温度1620C0 ,炸药为520kg,所需风量为：80m3/min；上述四项计算取最大值：337.5m3/min 进行验算 ； （5）按风速进行验算Vmin S Q 掘 Vmax S=187.48 337.5 2407.48=1795注：Q掘掘进工作面的风量，m3/min；S掘进巷道净断面，m2；V min最低允许风速，煤巷和半煤岩巷时取18m/min；Vmax最高允许风速，240m/min。 （6) 按局部通风机供风量计算 Q局= Q掘1.2=337.51.2=405m3/min注：Q掘掘进面正头需风量m3/min；1.2风筒最大漏风率15%时的系数。 （7）掘进工作面最小全压需风量计算 风机安设在1202运输巷防突风门外全风压处时： Q全=Q局+18S=405+187.48=405+162=539m3/min 注：S局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面积，m2；18局部通风至掘进工作面回风口之间的最低风速，m/min。根据以上计算，1204运输巷掘进局部通风机供风量不得低于405m3/min，工作面需要风量为337.5m3/min。（8）局扇选型与管理 根据上述计算结果，采用两台FBDNo-2*11KW型通风机，功率为211Kw，风量为400-600m3/min，风压为800-1300Pa，一台运行、一台备用，所选风机满足要求；局部通风机安装在1202运输巷防突风门外，1202皮带机巷内。必须安设局扇管理牌板，由专人负责管理，严禁随意停开风机，使用600mm矿用阻燃风筒吊挂于巷道前进左帮，出风口距工作面不大于5m。在使用中由维护检修人员不定期的经常到局扇使用现场，检查使用运转状况，发现问题及时处理。局扇要坚持机电科规定的检修、更换制度，即每月检修一次。每天风机切换试验时备用风机保持10分钟运转，并有专人看护。第二节 压风及压风自救系统一、压风本工作面风源来自地面工业广场压风机房，该机房安装GA110-8.0型压风机2台GA110-7.5型一台；承担井下各工作面用压风设备技术参数表序号设备名称型 号数量(台)管径(mm)风压(MPa)安置位置敷设方式1压风机GA110-8.GA110-7.52115087.5地面固定二、压风自救1）安装要求：工作面往外每隔50米应按装一组压风自救装置，同时具备不少于9人的自救袋；2）技术要求：（1）压风自救装置应具有变径、减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。（2）压风自救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固，零、部件的连接要可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。（3）压风自救系统适用的压风管道供气压力为0.30.7 MPa，在0.3 MPa压力时，每台压风自救装置的供气量不少于100150 Lmin范围内。（4）压风自救装置工作时的噪声不得大于85 dB(A)。（5）1204风巷压风自救系统的支管路规格不小于：50mm。（附图8压风自救系统图）第三节 综合防尘一、防尘管路铺设防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。二、净化水幕 1）距迎头50m范围内安装一道净化水幕。 2）净化水幕的连接：所有净化水幕的连接是：阀门过滤器净化水幕。阀门及所有连接处不得有漏水。 3）净化水幕水管：(1)、水管的长度不得小于巷道宽度20cm；(2)、水管要安装在距顶板不超过30cm的位置；(3)、水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距3040cm。 4）喷嘴的方向：(1)、净化水幕喷嘴方向与风流相反；(2)、喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。三、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、过滤器、喷雾设施、管路接头，三通不得有漏水，阀门必须安装在人行道侧。2）喷嘴高度安在距转载点4050cm、宽度20cm位置，而且喷嘴必须正对转载出岩点。3）所有喷雾必须呈雾状。四、巷道冲洗与个体防护等1）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、迎风面的粉尘厚度不得超过2mm、堆积连续不得超过5m。2）坚持炮后洒水装煤、岩；3）每旬应进行一次粉尘测定；4）戴防尘口罩打眼；五、隔爆水袋安装标准1）隔爆水袋按照巷道断面每平方不得少于200L；按40L一个计算，每组需安装43个；2）每排间距为1.32.0米,每排安装3个;总长度不得小于20米;3)掘进工作面隔爆水棚距掘进迎头的距离：首排水棚距掘进工作面迎头的距离必须保持在70米范围内。4)水棚的水袋应采用“S”钩悬挂式横向（长边垂直于巷道走向方向）安装。5)水棚距离顶梁（顶板）、两帮（支柱）的间隙不得小于100mm，距巷道轨道面不小于1.8m；棚组内的各排水棚的安装高度应保持一致。6)水棚应设置在巷道的直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离不得小于50m，严禁安装在巷道局部挑顶的地点。7)所有隔爆水棚挂钩要做到整齐，不脱钩，角度在63度之间。8)隔爆水棚实行专人挂牌管理，牌板由通风科负责提供，各施工单位到通风科领用牌板后负责牌板的悬挂、填写和维护。9)各施工队队要按规定距离挪移隔爆水棚，及时补充水袋水量，保持水袋满足水量要求(附图9：防尘系统示意图)第四节 防灭火一、防灭火1）工作人员严禁携带烟火及点火物品下井，严禁穿化纤衣服下井。2）严禁带电检修和搬迁电气设备，电气设备严禁有失爆现象。3）距迎头50m处安设2个灭火器，皮带机头至少各备有2个灭火器和1个砂箱4）供水管路每隔50m拨出一个三通，并安设闸阀。5）。井下使用的油脂必须存放在盖严的铁桶内。用过的油脂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。严禁将剩余的油脂泼洒在巷道或硐室内。6）井下使用的油脂必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油脂必须运回地面，严禁在井下存放。7）保持良好的通条件，防止内因火灾发生。8）如迎头或巷道内着火时，根据着火灾情况，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 安全监控一、安装设备矿井装备KJ95-NA主监控系统，南翼乳化泵站联络巷安装一台KJ90-F16A监控分站，同时安装1204运巷掘进工作面瓦斯传感器T1 、T2（传感器型号KG9001C）及温度和CO传感器和馈电反馈器与风门开关和风筒传感器。二、安装位置及传感器设置1、瓦斯传感器垂直悬挂在支护良好无滴水的巷道顶板下不大于300毫米处，且距巷邦不少于200毫米，并挂牌管理；2、瓦斯传感器T1位于1204工作面风筒出口的另一侧，距工作面不大于5米，报警浓度为大于等于0.8%，断电浓度为大于等于0.8%，复电浓度为小于0.8%，断电范围为掘进工作面巷道内所有非质安全型电气设备。3、瓦斯传感器T2位于1204工作面巷道内，距全风压回风口10-15m范围内，报警浓度为大于或等于0.8%，断电浓度为大于等于0.8%，复电浓度为小于0.8%，断电范围为掘进工作面巷道内所有非安全型电气设备。4、监控分站根据工作面供电设置，分站电源使用位于新鲜风流中的掘进工作面总动力开关的电源侧；断电反馈器的电源线接在掘进工作面被控开关的电源侧，控制线接在工作面被控开关的2号线接线柱和地线接线柱上，反馈线接在被控开关的负荷侧。（附监控系统图）三、施工过程及施工安全措施1、安装前将瓦斯传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、复电点必须进行调试，只有经调试合格后方准下井安装。2、在安装瓦斯传感器和断电仪时，相关地点的动力电应全部停掉，挂好停电作业牌，并设专职停、送电负责人。安装结束后必须检测分站、断电仪及瓦斯传感器的运转情况，必须在全部功能均能实现后方可结束安装.3、监测工必须经过监测和通风专业的培训，经考核合格，并取得相应资质的合格证方可从事本项工作。4、严禁带电安装、带电检修、带电移挪电器设备，严格执行停电、放电、验电等正规操作程序。坚决执行谁负责停电、谁就负责送电原则。5、在安装分站及断电仪时，要杜绝电气失爆，并保证电气设备的完好，定期对电气设备的完好情况进行检查，保证台台完好。6、监控电缆敷设在施工单位所使用信号电缆上方，距离不少于0.3m，平行吊挂。7、安装二日后，必须使用标准的气样对传感器的零点、灵敏度、报警点、断电点、指示值重新进行调校，不合格的必须更换，必须安装高、低浓度传感器。8、以后每隔7天进行调校一次。9、每天下井人员必须对井下的设备进行维护和保养，保证设备的正常运转。分站电源要上架，并安设接地线，实行挂牌管理。10、通风部门负责安装、调试、维修井下所有监控设施，交由所在施工单位使用和保护。11、工作面若需要放炮前，由放炮员或瓦斯检查员负责将瓦斯传感器挪至安全地点，放炮后再挪至原位置。12、工作面补锚时，必须对监控设施及监控线路进行妥善保护，如有损坏，要及时汇报，由通风部门派人维修。13、工作面进行洒水降尘时，严禁将水洒向监控设施。14、进行巷道修护时，必须采取保护监控设施的措施，15、已安装好的监控设施，施工单位需要移挪电器设备时，涉及监控设施时必须提前两天与通风科取得联系，否则任何人不得随意移挪监控设施。16、通风部门负责每7天对工作面瓦斯传感器进行一次瓦斯超限断电试验。第六节 供电一、 供电设备布置1）该头的供电来自地面变电站，主设备开关布置在1202皮带机巷临时机电硐室内，供电电压采用660V，电气设备的类型均选用矿用隔爆型；2）内有一台动力总馈电开关：KBZ-200；两台双电源风机总开关：KBZ-200;一台局扇开关型号：QBZ-2*80SF；一台动总开关：型号：KBZ-200;三台台溜子开关型号：BKZ-80，一台水泵开关，一台信号综保开关，一台煤电综保开关；设备运行总负荷为：180KW。（附：供电系统图）第七节 排水一、排水系统布置1）根据地质资料提供本工作面前方有老窑积，因此巷道有迟到透水及涌水可能，必须加强巷道在掘进过程中的探放水与排水工作。2）工作面涌水通过1204风巷水沟自流至该巷道水仓口后由此处的水泵排至+1374水平中央水仓，最后中中央水仓水泵排至地面。第八节 照明和通讯一、照明现照明采用ZXZ-4-型照明信号综合保护装置为电源。照明灯采用DGS13型防爆节能荧光灯；各转载点与叉道车场应安装防爆照明灯。二、通讯矿井安装一部内部程控电话交换机，距该工作面30至50米处安装一部防爆电话，井下各工作面与避难硐室都安装一部防爆电话；且相互都能互通并矿调度室相通；井下各作业地点与主要场所都安装电话，且矿井现实了综合自动化信息平台（附图：通讯系统图）。第九节 瓦斯防治一、 瓦斯抽放1）该巷道采取边抽边掘的方法，每隔30米必须左右错位布置“耳朵”钻场，钻场高2.2米，宽4米，深2.5米；（具体钻孔设计由通风部门另行编制）。2）该巷道抽放主管路由风井至1504风巷专回风道的支管路，通过1504风巷延伸至工作面，预计总支管长为178米；3）抽放管布置在该巷道的右下帮，管径为150mm。4）敷设管路时必须采用吊挂或采用具有可缩性的垫木垫好，防止底板隆起折损管道，垫木高度不得小于0.3m，并保证每节管子下面有两块托木；5）管路法兰盘中间必须安设胶皮垫，且胶皮垫的厚度不小于5mm。6）管路铺好之后，必须进行漏气检验。7）采取“边打边抽”方法，施工好一个钻孔后，要立即接入主支干系统，进行瓦斯抽采。8）抽放系统的放水器、测压、测流量，测瓦斯浓度装置必须齐全；9）瓦斯抽放工程的施工，必须严格按设计进行，钻孔角度误差不得大于0.5，钻场位置误差不得大于正负2米，开孔要园滑、终孔必须打到设计位置。10）井下抽放系统各观测点，至少每十天进行一次全面观测，其主要内容包括：观测时间、地点、瓦斯浓度、负压、流量、观测人姓名等，井下观测要做到观测牌板，观测记录，观测报表“三对口”。11）每个钻场或钻孔必须实行挂牌管理，其内容包括：施工日期、钻场或钻孔编号、孔深、封孔人姓名、验收人、负压、流量、瓦斯浓度、观测时间、观测人姓名等。二、防突1）井下所有工作人员，必须接受防治突出知识的培训，熟悉突出的预兆和防治突出的基本知识。入井必须携带隔离式自救器，并会使用。2）未进行工作面预测的工作面一律视为突出工作面，每次防突措施施工后，通风部门必须及时绘制防突措施竣工图(措施孔的设计与防突专项措施由通风部门另行编制)；3）当工作面无突出危险时，必须采取安全防护措施；4）工作面必须设专职测气员，测气员必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，测气员有权停止工作面作业，并协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出，并报告矿调度室。5）突出煤层中的突出危险区、突出威胁区的采掘工作面，严禁使用风镐作业。6）在掘进过程中，采用钻孔钻屑指标法（smax）和钻孔瓦斯涌出初速度法（qm）对工作面的突出危险性进行预测检验，当实测的指标smax或qm值均小于临界值时，该工作面预测为无突出危险性工作面；当实测的任一指标smax或qm值大于或等于临界值时，该工作面预测为突出危险性工作面，必须立即停头，采取防治突出措施。煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值smaxqm危险性kg/mL/min65.4突出危险工作面65.4无突出危险工作面7、预测钻孔由施工队负责施工，预测预报工作由通风科负责。每次预测结果都应填写在该处的防突记录牌板上，预测位置应有明显标记。8、预测过后，由防突员汇报矿调度室，只有当两项指标均不超限，由矿调度室通知施工单位后，方允许进尺。9、正常情况下，工作面采用连续预测方法进行预测验证；经预测无突出危险后，只准按规定进尺，并必须留有3m的效检超前距；若有突出危险时，严禁进尺，必须采取防治突出措施，坚决做到不掘突出头。第十节 探放水一、探放水设计原则 1）确定探水线 2）确定探水超前距 3）帮距的规定（1）、帮距应与超前距相同（2）、顶部控制距离应不低于巷道高度的10倍。 4）纵横两个平面呈扇形布置。（具体设计与措施由地测部门另行编制）二、其它要求 1）探水施工完工后，地测部门应及时提交终孔分析报告和钻孔竣工图 2）井下探水钻场要挂牌管理，并有掘进进尺控制指标和控制基点； 3）必须做到“逢掘必探，先探后掘”的施工原则。第八章 安全技术措施第一节 顶板管理措施一、顶板管理措施 1、坚持敲帮问顶制度。每次进入工作面前，班组长必须对工作面帮顶安全情况进行一次全面检查，确认安全时其他人员方可入内。每次爆破后、打锚杆眼前，都必须由有经验的工人站在安全地点，用长柄工具找尽帮顶的危岩、活矸。2、严禁空顶作业，爆破后，及时进行临时支护。顶板锚杆紧跟迎头，迎头锚杆未打齐不得进入下一循环施工。若巷道顶板比较破碎，应先打适量超前锚杆将顶板护好，之后再联网打锚杆；若顶板破碎或压力较大时，只能采用小循环掘进。3、锚杆安装要做到构件齐全，安装到位。4、特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时，其支护范围应延伸到正常段范围内1020米。5、对巷道进行日常巡查，对破断或失效的锚杆及时补打，对松动的锚杆螺帽进行重新紧固。6、锚杆支护作业时，如遇顶底板及两帮移近量显著增加、底板出现较大底鼓、顶板出现淋水或淋水增大、围岩层（节）理发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成型、钻眼速度异常等情况，应立即停止施工，查明原因，采取针对性措施后方可继续施工。7、高度重视地质构造带、陷落柱区域的支护技术。迎头遇地质构造时，必须先停止作业，采取架棚等有效的支护形式；陷落柱区域，要及时修改支护计，保证支护效果。8、建立顶板岩性及地质构造信息反馈制度。每班指定专人观察收集迎头顶板状况，并填写顶板状况表（岩性、厚度、打眼时间、并与上一班比较及处理意见），当出现异常时，必须立即停止施工，并及时向队值班、分管领导及职能部门汇报，采取必要的措施，确保安全。9、掘进工作面若过断层，地测部门必须在距离30m以前下达通知书到有关矿领导、施工单位及相关部门。施工单位接通知后立即编制专门的技术措施，批准后贯彻执行。10、巷道过断层、破碎带或其它