5131风巷掘进作业规程(川煤公司版).doc

四川华蓥山广能集团绿水洞煤业公司 5131风巷掘进作业规程目 录第一章 概 况第一节 编制依据1第二节 巷道布置1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2第二节 煤（岩）层赋存特征3第三节.地质构造4第四节.水文地质4第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面5第二节 矿压观测6第三节 支护设计7第四节 支护工艺9第五节 轨道及道床10第六节 巷道排水沟14第七节 巷道管线布置14第四章 施工工艺第一节 施工方法14第二节 凿岩方式15第三节 爆破作业15第四节 装载与运输15第五章 生产系统第一节 掘进通风16第二节 掘进压风19第三节.瓦斯防治20第四节 综合防尘22第五节 防灭火22第六节.安全监探23第七节 供电24第八节 排水27第九节 装载与运输方式27第十节 照明、通讯和信号29第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织29第二节 循环作业30第三节 主要技术经济指标30第七章 安全技术措施第一节.施工准备30第二节 一通三防安全技术措施30第三节 顶板安全技术措施34第四节 爆破安全技术措施36第五节 防治水安全技术措施36第六节 机电安全技术措施36第七节 运输安全技术措施38第八节 其它安全技术措施39第八章 灾害应急措施及避灾路线第一节 应急措施40第二节 避灾线路412第一章 概 况第一节 编制依据一、经过审批的设计1.采区设计说明书名称为513采区设计说明书，批准时间为2003年8月。2.施工设计名称为5131工作面机风巷及切眼平、断面设计图，批准时间为2007年7月。二、地质说明书地质说明书名称为513采区地质说明书，批准时间为2003年5月。三、煤矿安全规程和煤矿岗位技术操作规程及其它有关技术规范1.煤矿安全规程（2007年版）2.煤矿岗位技术操作规程四、经批准的生产接替计划2008年生产接替计划，批准时间为2007年12月。五、其它依据1.广能集团绿水洞煤业公司生产精细化作业标准（2006年）2.附近巷道的矿压资料第二节 巷道布置一、巷道名称、位置及相邻关系本作业规程掘进的巷道名称为5131风巷。5131风巷位于+528m水平龙王洞背斜东翼的513采区。上部为6153工作面采空区,下部为5131工作面,南面为待布置的5132工作面，北面为6153放水巷及F5平移断层。二、巷道用途5131风巷服务于513采区5131工作面。回采期间该巷道作为回风、行人、运输。三、巷道所在层位及其巷道性质本面所掘巷道为破伪顶沿煤层顶板掘进的回采巷道。四、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（竣）工时间1.该巷为异形断面，巷道长约615m，宽度3.0m，矮帮高度1.8m，掘进断面面积为8.9m3。2.工程量：此次施工的工程量是5131风巷全部巷道。3.服务年限：3年。4.预计开工时间：2008年3月。5.预计竣工时间：2008年6月。五、巷道平面布置及巷道剖面关系巷道平面布置见附图1-2-1。巷道剖面关系见附图1-2-2。六、施工中的特殊技术要求以及需要重点说明的问题断层处采用全锚支护不能满足支护要求时，如需改变支护方式另行编制技术安全措施。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该巷道地面位于井沟钻至水井湾一带。地面标高在+1005+1075m之间。该巷道井下位于513采区，沿煤层掘进。上部为正在回采的6153工作面,下部为尚未布置的+350m水平采区,南面为待布置的5132工作面，北面为6153放水巷及F5平移断层，已有的采掘情况对该巷道施工无较大的影响。地表为缓斜坡地形，南高北低，无大的水体和重要的建筑物存在，地面多被竹林覆盖，其中有一条碎石公路，对施工无影响。井上、下对照关系见表1第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距。该巷道沿煤层顶板掘进。煤层为1煤层，属半亮、半暗型焦煤、焦肥煤，黑色具有玻璃光泽。煤层含夹矸2层，为简单结构煤层，其中有一层厚约0.08m，岩性为高岭石的夹矸为煤层标志层，全区发育。其上有一层灰至灰白色夹矸，其厚度及岩性变化大。该区域煤层倾角30，局部倾角达35，为急倾斜中厚煤层。煤层坚固性系数f=23，厚度在2.22.9m之间，平均2.6m。顶、底板岩性特征见表2、表3二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数该工作面煤层属于高瓦斯煤层，绝对瓦斯涌出量为1.6m3/min，煤有自燃发火倾向，发火期为36个月，为不易自燃类，煤尘具有爆炸危险，爆炸指数为22.94%。附图2-2-1：煤层综合柱状图第三节 地质构造根据地质部门提供的资料，本工作面地质构造简单，煤层走向N3640E，倾向S3640E，倾角3035。一、地质构造根据地质说明书看本工作面无褶曲、裂隙、火成岩侵入、陷落柱。附图2-3-1：地质平面图、剖面图。二、普氏岩石分类见附件2：普氏岩石分类表。第四节 水文地质一、掘进区域主要水源、含水层情况、涌水形式、涌水量、补给关系以及影响程度等根据地质说明书内阐述：该区域含水层有茅口灰岩，龙潭二、四段灰岩和长兴灰岩三个含水层。煤系地层一、五段岩层为泥岩、砂质泥岩，为弱隔水层或隔水层，在不破坏顶、底板的情况下能起到隔水作用。总的来看，该巷道的主要水源来至邻近采空区底板少量渗水，涌水量8m3/h，在掘进期间无大的水害，但是巷道沿煤层顶板掘进，巷道底板起伏较大，在巷道低洼处将会有一定的生产用水汇流至此，所以，应根据实际情况在巷道低洼处设置临时水仓或沉淀池，必要时安设排水设备进行排水。二、分析巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水以及钻孔情况对施工的影响程度。根据该区域图纸资料分析，该巷道邻近采空区，采空区渗水对该巷道的施工无大的影响。本工作面无地质钻孔。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道断面一、巷道断面形状由于该巷道为回采巷道其服务年限较短且在煤层内开凿，为梯形断面。二、巷道断面设计该巷道为528水平513采区5131工作面的回风巷，主要担负回风、运输、行人、管道铺设等，按以下步骤进行巷道断面设计。采掘设备最大外形尺寸:掘进设备主要有EBZ132型煤巷掘进机，其整机参数为：总体长度9.1m；总体宽度3.0m；总体高度1.54m；爬坡能力16。切割范围：高度2.14.4m；宽度3.04.9m。下顺槽回采期间的设备主要有PLM1000型破碎机（总体长度4.1m；总体宽度1.72m；总体高度1.735m）、DSJ100/100/2160型矿用可伸缩带式输送机。上顺槽安装期间通过的设备主要有ZJ3600/15/32型急倾斜支撑掩护式支架，其降架后最小高度1.5m，最长6.089m。特殊平车高度0.33m。整车高度为1.83m。为实现采掘一体化设计，综合上述原因，并考虑锚杆外露长度l0=50mm，托板（梁）及网芭厚度m=50mm；螺帽高度h=25mm，两帮最大允许变形值及锚杆安装偏差量取1=100mm。巷道低帮设计掘进高度1800mm，顶底板允许最大变形值2=50mm。该巷道设计掘进宽度B=3800mm，低帮高度H=1.8m。采用机轨合一断面,轨道型号15kg/m, 道床总高度hc320mm，道碴高hb=180mm，道碴面至轨面高ha140mm。附图311：5131风巷断面图。三、巷道工程量、坡度、中腰线设置、开口位置及方位等本作业规程所施工的巷道工程量为615m；中线由测量设置，在513溜煤反眼上口处开口，开口后1263326方位施工。四、硐室材料堆放硐室：工作面外每300m在巷道低帮侧施工一个宽1.5m的材料堆放硐室，硐室长度为20m（以后作为三站）。第二节 矿压观测一、观测对象：5131风巷。二、观测内容：用锚杆拉力监测仪对顶锚的锚固力检测，用锚索监测仪观测锚索受力情况，用顶板离层监测仪观察顶板位移量。三、观测方法：测点布置。正常情况下，每15010m，在巷中安设一组顶板离层监测仪。锚杆拉力监测仪每5010m布置一组。锚索监测仪本巷设置一组。观测时间。顶板离层监测仪、锚杆拉力监测仪、锚索监测仪每7天观测一次。四、数据处理：采取边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果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。第三节 支护设计一、巷道永久支护该巷采用锚杆和锚网、锚索联合支护，锚杆采用左旋无纵筋树脂锚杆全长锚固式。顶板正常时，采用18mm、L=2.0m的树脂锚杆和锚网、锚索联合支护,金属网必须紧贴顶板；顶板较破碎时，补加=12mm钢筋梯进行支护。高帮则采用树脂锚杆配菱形金属网进行支护；金属网与煤壁间密铺笆片。采用树脂锚杆支护，每根树脂锚杆眼孔内安设2条树脂锚固剂，其型号为Z2370，锚杆的间、排距均为1.0m。每隔5m布置一组锚索加固支护。遇断层时，在断层上、下盘各打一组锚索加强支护,间距不得超过3.0m。附图331：5131风巷施工断面及支护图。二、锚杆支护参数验证A、采用工程类比法进行锚杆支护设计该工作面上部为6153采空区，与该工作面煤柱8m，两巷顶板岩性基本相同，原6153机巷采用树脂锚杆支护,该支护从2005年2月开始直至回采结束，未发生因锚杆支护造成的冒顶，所以我们认为在5131风巷采用锚杆网锚索的支护形式可以满足安全需要。B、按悬吊理论计算锚杆参数1.锚杆长度计算： L=KH+L1+L2式中 L锚杆长度，m； H冒落拱高度，m； K安全系数，一般取K=2； L1锚杆锚入围岩的深度，一般按经验取0.4m； L2锚杆在巷道中的外露长度，此处为0.08m。其中： H=0.64（m）式中 B巷道掘进宽度，取6.4m； f岩石坚固性系数，砂岩46，取5。 则： L=KH+L1+L2 =20.64+0.4+0.08=1.76（m）2.锚杆间、排距计算：设计时令锚杆间、排距均为a，则 a=式中 a锚杆间、排距，m； Q锚杆设计锚固力，60kN/根； H冒落拱高度，取0.64m； 被悬吊岩石的重力密度，取25kN/m3； K安全系数，一般取K=2。 a=2.34（m）施工时取a=1000mm。通过以上验算，选用=18mm，l=2000mm的等强度螺纹锚杆，锚杆间、排距为10001000mm，可以满足顶板支护。锚杆眼孔打好后及时挂菱形金属网。相邻网之间压茬不小于100mm，每隔200mm有一个连接点。工作面掘进后永久支护到工作面不大于3.5m，当围岩稳定性较差时，永久支护到工作面不大于1.2m且锚杆间排距缩小至800mm，并补打锚索加强支护。如遇断层时，在断层上、下盘另外再各补打一组锚索。锚索选用15.24mm5000mm的低松弛钢绞线，中间布置一排，间距3000mm。三、临时支护“全锚”断面施工时，采用前探梁作为临时支护。前探梁采用15kg/m钢轨或75.5mm的钢管（3.5m长，至少用2根），吊环由公司设计统一加工。安装时，先将吊环拧在锚杆外露端，每根前探梁采用2个吊环，由外向里推移,至工作面后，在前探梁上铺设木板【木板规格（长宽厚）为：360014040，单位：mm】，然后再用刹顶木将前探梁背紧。爆破后安装前探梁，打锚杆，永久支护到位后取下，做到工作面不空顶。第四节 支护工艺一、锚网支护（一）支护材料锚杆及锚固剂：锚杆采用18mm、L=2m的树脂锚杆。每根树脂锚杆眼孔内安设2条树脂锚固剂，锚固长度不小于400mm，锚杆外露长度为50mm，托盘为正方形，规格（长宽）为130130mm，用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm，每条长度700mm，锚固剂其型号为Z2370；锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆锚固力不小于60kN。菱形金属网采用直径12mm的铁丝制作，网宽为1300mm，长度根据煤层倾角确定，网格为长宽=100mm100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两张网之间用12号铁丝连接，连接点要均匀布置，间距200mm。（二）锚杆安装工艺1.打锚杆眼孔：打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活石危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼孔位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15锚杆眼深度应与锚杆长度向匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼孔，深度2.0m。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。2.安装树脂锚杆的工艺及顺序：（1）采用快速安装工艺，搅拌树脂药卷，上托板，拧紧螺母一次完成。（2）采用锚杆钻机作为安装工具。（3）螺母的拧紧力矩100N.m。（4）锚杆尾端的托板紧贴岩面，未接触部分应楔紧垫实。（5）安装树脂锚杆的顺序：A装树脂药卷：用树脂锚杆慢慢地将树脂药卷推入孔底，包括检查锚杆孔质量等。B推入杆体。C搅拌树脂药卷：用搅拌接头将钻机与树脂锚杆螺母连接起来，然后升起钻机推树脂锚杆，当钻机升到树脂锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌20s后停机。D铺设金属网和上竹托板，帮上铺笆片。E紧固锚杆：再次启动钻机边旋边转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下顶破定位片。托板快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力。3锚杆网支护要求：（1）锚杆角度，锚杆垂直于顶板及巷帮，顶板及帮锚以75以上的角度打入。（2）金属网规格为3500mm1300mm，金属网之间搭接100mm，间距200mm把金属网扭接一次。（3）顶帮锚杆托板必须紧贴岩面，锚杆扭矩达到设计要求。（4）顶、帮锚杆每眼使用树脂锚固剂（Z2370）2条。（5）锚杆必须做拉力试验，试验合格后才能运入井下使用。（6）帮上笆片必须密铺在金属网里面，紧贴煤壁，严禁出现空帮。（7）严禁施工单位擅自扩大顶、帮锚杆的间、排距，间、排距超大要及时补打锚杆。（8）施工单位要经常巡查顶、帮支护情况，发现问题及时处理。二、锚索加强支护（一）支护材料锚索应用直径不小于15.24mm，长为5000mm的钢绞线配合锁具、托盘制作；其中锚索有效长度为4500mm，外露部分为0.5m；每孔使用4条Z2370的树脂锚固剂锚固，锚固力不低于200kN/根；托盘采用长250mm的槽钢制作，并在上面钻一个直径18mm的圆孔。锚索到工作面的距离不大于30m。（二）锚索安装工艺1.安装方法：（1）当巷道按设计要求支护合格后，用MQT-120型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和27mm双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置，眼深4.5m，锚索孔深误差控制在30mm，并用压风将眼内的残渣吹净。（2）安装树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。（3）用棉团将锚索锚固段的水、煤粉等擦拭干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘接定位。（4）两人配合用锚索顶住锚固剂缓慢送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。安注药卷时必须快凝药卷在上、缓凝药卷在下，然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。（5）锚索下端装上专用搅拌器，再将专用搅拌器尾部六方头插入锚杆钻机上。（6）一人扶住机头、一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速选转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在2030s，确保搅拌均匀。（7）停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3min，然后收回锚杆机。（8）10min后先卸下专用搅拌器，装上托梁（托盘）、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。（9）两人一起张拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。（10）卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。2.技术要求：（1）锚索应在工作面施工时与锚杆同时安装。（2）锚索孔深误差控制在0+30mm。（3）锚索外露长度控制在小于等于350mm。（4）锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。（5）搅拌树脂药卷后1015min张拉锚索，张拉预紧力控制在6080kN。（6）锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。（7）锚索锚固力不低于200kN。（8）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，软后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。表341每米支护材料消耗表三、巷道工程质量控制（一）工程质量标准及目标要求以矿井安全质量标准化标准及考核评级办法和集团公司安全质量标准化细化考核办法作为质量检查的标准，同时，结合公司有关巷道施工质量要求的规定对施工巷道质量进行严格检查，力争达优良品，杜绝不合格品。（二）质量检查执行验收规定（1）施工期间班组严格按质量标准对施工的巷道进行自检、互检，认真作好班组自检记录表。（2）公司各质量检查验收小组人员对每旬施工的巷道实行交叉质量检查验收，连队派人参与。（三）质量控制与管理措施（1）队上成立质量管理小组，队长任组长，书记、技术员任副组长，副队长、班长为成员，负责施工巷道的工程质量标准化执行。（2）公司成立质量检查验收小组，承包组组长任质量验收小组组长，其他承包组人员为成员，负责日常工程质量监督。（3）安监处按月统计验收情况，实行奖头罚尾。第五节 轨道及道床此巷未设计轨道，故无此项。第六节 排水沟预计在掘进该巷道时的最大涌水量10m3/h，由于该巷道处于+528m主采水平以上，采用自然排水法排水，所以只做毛水沟。第七节 管线布置风筒、风管、水管及动力电缆均布置在巷道高帮。风筒下边缘距巷道底板高度不小于1.6m，风水管悬挂在距底板不小于0.2m，电缆悬挂在高帮底板以上1.2m处，人行间布置在矮帮侧（非单独布置）第四章 施工工艺第一节 施工方法一、巷道开口施工方法1.施工前地测部必须提前标定开口位置，标定巷道中线，施工单位严格按照所放中线施工。2.开口前，必须对开口附近10m巷道内的支护进行加固，并将各种管缆落地并掩护好。3.开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。二、综掘锚支施工方法该巷道施工方法采用掘进机按设计要求一次切割成巷，刮板运输机、带式输送机运输。正常情况下，按综掘切割路线进行切割。如遇煤层松软，可以先切割上部，待顶板支护完毕后，再切割底煤。若遇到煤层分岔严重、断层破顶等地质构造且采用综掘将造成设备损坏时，则采用人工爆破，掘进机装煤（矸），刮板运输机、皮带运输机运输（具体施工技术措施另行制定）。第二节 凿岩方式一、机掘施工方式1.设备配备：EBZ132型掘进机1台。2.工艺流程：安全检查标定中线试车进刀割煤出矸安全检查临时支护永久支护布置锚索。表421 设备配备表附图421：设备布置图。附图421：综掘切割路线图。第三节 爆破作业本巷采用机掘，无此项。第四节 装载与运输一、设备配备1.装运设备SZZ-730/160型号刮板运输机；DSJ650型号带式输送机；EBZ-132型综掘机。2.运料设备JD11.4小绞车和JD-2.5内齿轮绞车。二、运输方式及要求1.采用综掘机装煤（矸），刮板运输机和带式输送机运煤（矸）。材料运输采用JD11.4小绞车和JD-2.5内齿轮绞车牵引1T矿车（平板车）运输。平巷运输及进入车场段采用人工推车。2.运煤矸过程中，遇到直径大于40cm的大块应打碎，各个转载点要洒水消尘。3.采用小绞车运输材料时，采用声光信号联系，在斜巷和风巷运送材料时，严格执行“行车不行人，行人不行车”的规定。人力推车时，要在车后推车，严禁在车两侧推车。4.在煤仓、溜煤眼口按规定设置防护栏和箅子，并保证完好，防护栏高1.5m并设置牢固，防止人员或其他物件误坠其中。7.运输工序安排掘进机将截割下的煤矸经掘进机一运溜子、二运皮带、5131风巷皮带、6153下煤斜巷160T刮板运输机至513新煤仓。附图431：运输系统示意图。第五章 生产系统第一节 掘进通风一、通风方式及供风距离采用局部通风机压入式通风方式，所用风筒为柔性阻燃风筒，单节长度10m，采用吊挂方式进行敷设。通风距离800m。二、风量计算（一）按稀释瓦斯计算： Q掘=100QCH4KCH4 =1001.62.0 =320（m3/min） 式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/minQCH4掘进工作面绝对沼气涌出量，取1.6m3/min KCH4掘进工作面沼气涌出不均衡系数,机掘工作面一般取K掘通=1.52.0，此处取2.0（二）按工作面最多人数计算：Q掘=4N=415=60（m3/min） 式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/minN工作面同时工作的最多人数，15人（三）配风量的确定： 根据上述计算，取最大值320m3/min作为配风量。三、风量验算：（一）按最低风速验算：煤巷:Q掘15S掘 =158.9=133.5（m3/min）320（m3/min）式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min S掘 掘进工作面净断面积m2，S掘=8.9m2（二）按最高风速验算：Q掘240S掘 =2408.9 =2136（m3/min）320（m3/min）式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min 240掘进巷道最高风速的换算系数 S掘 掘进工作面净断面积m2，S掘=8.9m2（四）有害气体的浓度验算：回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超过1%，其他有害气体符合煤矿安全规程规定。100p瓦/ p掘1%式中：Q掘掘进工作面需要的风量，m3/min p瓦掘进巷道瓦斯绝对涌出量，1.6m3/min按照以上验算，该掘进工作面风量为320m3/min时，符合煤矿安全规程（2007版）规定。四、局部通风机选型及安装要求（一）局部通风机选型：根据上述计算，选择JZD5.6/215型轴流式局扇，其技术规定风量为240380m3/min，实际配风量取320m3/min，保证掘进工作面最小风量不低于60m3/min。（二）安装要求：1.局部通风机安设在645大巷内，距离513回风岔口10m处。通风安全部可以根据现场情况确定实际安设位置。2.风筒吊挂在巷道运煤设备的一侧，吊挂要平直整齐，不影响运输和行人。风筒出风口到距离不大于5m。3.该工作面必须采用“双局部通风机，双电源”的方式供风当某一台局部通风机或某一电源出现故障而停机时，另一台局部通风机在另一电源作用下能正常启动，保证工作面的连续供风。4.工作面最小风量不得低于60m3/min。如有变化由通风部门根据现场情况调配风量。5.甲烷传感器由通维队负责安设，通安部负责指导。传感器T1设在距工作面5m处。传感器T2设在距负压回风巷1015m处。传感器均垂直悬挂在距顶0.3m、距帮0.2m的位置。T1、T2报警浓度1.0%。复电浓度1.0%。T1断电浓度为1.5%，T2断电浓度为1.0%。传感器由瓦检员负责移设，通维队负责维修。风电闭锁由机电队负责安设，安设在615变电所内。在各转载点安设喷雾防尘装置，巷道内按规定安设移动水幕1组、固定水幕1组；按规定安设不少于60个隔爆水袋，隔爆水袋规格40L，防尘水管沿巷道每50m设置一个三通。附图511：通风系统示意图。第二节 掘进压风一、掘进工作面风源掘进工作面的压风风源由安设在井下的移动螺杆压风机，一趟1.5寸钢管向工作面机械供风。二、总耗风量计算（一）两台风动锚杆机需风量23.8=7.6(m3/min)（二）两台风锤最大需风量278.3=2.61(m3/min)按各两台风动锚杆机和风锤同时工作时，其用风量为10.21m3/min. 三、压风设备的选型、压风系统的位置（一）压风设备的选型通过计算和考虑管路损耗等原因，选用两台（一台备用）规格型号为SM-475A，产气量9m3/min，排气压力0.8MPa，电机功率75Kw移动螺杆式压风机。（二）压风系统的位置压风机安设在正对615大巷内，风管沿513回风石门掘进作面。距工作面的距离不超过30m，设三通，胶管紧跟工作面。压风设备和用风设备一览表附图521：压风系统示意图。第三节 瓦斯防治一、临时抽放瓦斯泵站本掘进工作面未设置临时抽放瓦斯泵站。二、突出危险程度预测方法防突预测方法：采取掘进钻屑瓦斯解吸指标法测定工作面前方煤层突出危险性。1.钻孔布置钻孔布置在煤体相对较软的软分层中，孔深810m，孔径42mm，孔数2个，即工作面上、下方各一个。2.钻孔施工采用ZFS15型风煤钻麻花钻杆及42mm的钻头，人力推进施工。打孔过程中遇喷孔或CH4超限时，停止作业，待不喷孔且CH4浓度不超限时方可恢复作业。3.预测参数及临界指标主要参数：钻屑解吸指标；K1临界指标：K1max0.5ml/g.min1/2，无突出危险；Smax6Kg/m，有突出危险。 K1max0.5ml/g.min1/2，有突出危险。Smax6Kg/m，无突出危险。M软分层厚度作为辅助指标，坚持每班观测汇报。M软0.2 m无突出危险，M软0.2m则有突出危险。当预测前方煤体为无突出危险时，留足3m预测超前距组织生产，若经预测工作面前方煤体有突出危险时，则必须采取排放钻孔防突措施卸压后方能按总工程师审批的允许进度组织生产。4.钻孔的第2m开始，每钻进1m取一次钻屑，同时测K1指标，钻进速度保持1m/min。三、防突措施选择采用小直径超前排放孔排放瓦斯。排放孔布置在相对较软的软分层中或预测参数超标的预测孔附近并与预测孔平行。孔长810m，孔径77mm，控制巷道前方及两帮轮廓外不少于3m，排放时间不少于4小时。排放孔个数：N=h(2a+b)K/R2 =2.61.1(23+3.0)/3.141.02 9个N排放孔个数； h煤层厚度，2.6m；巷道卸压宽度，3m；巷道宽度，3.0m；K突出危险系数，取1.1；R排放半径，1.0m排放孔个数取9个。第四节 综合防尘一、防尘系统（一）防尘系统布置及水源、水量和水压1.防尘系统布置615大巷6153抬高石门5132风巷掘进工作面。2.水源、水量和水压水源来自790m水泵房，水量估计300m3/h，水压2.75MPa。3.防尘设施个数及位置在各转载点安设喷雾防尘装置，巷道内按规定安设移动水幕1组、固定水幕1组；按规定安设不少于60个隔爆水袋，隔爆水袋规格40L，距离工作面不得小于150m。防尘水管沿巷道每50m设置一个三通。4.综合防尘措施（1）工作面掘进必须使用好掘进机内外喷雾装置净化风流。（2）加强个体防护，佩戴好防尘口罩。（3）必须坚持湿式打眼，严禁打干眼。（4）装煤矸必须洒水降尘。第五节 防灭火一、相邻采区、煤层及巷道发火情况本掘进工作面相邻巷道及煤层未发生过自燃发火。但该巷道所掘煤层具有自燃发火倾向性，发火期46月，在施工该巷道期间采取以下防灭火措施：1.加强洒水防尘。2.在巷道放置一定数量的灭火器材。二、防灭火系统790m水泵房615总风巷615轨道上山513回风石门5131风巷第六节 安全监控一、甲烷传感器的配备和使用（若有CO传感器也一并阐述）该掘进工作面采用重庆煤炭科学研究院的JK9701型甲烷传感器，通过5131风巷监控分站与矿井KJ90安全监控系统相连。本矿为高瓦斯矿井，按规定必须在工作面及其回风流中设置甲烷传感器。甲烷传感器T1距工作面的距离不得大于5m，T2距汇风点1015m，其具体位置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板完好，无淋水。不得悬挂在风筒出口和风筒漏风处。按照煤矿安全规程规定，该工作面的甲烷传感器的报警浓度如下表。二、便携式甲烷报警仪的配备和使用根据煤矿安全规程第一百四十九条规定，下列人员必须配备便携式甲烷报警仪：（一）矿长、矿技术负责人、其它管理人员。（二）爆破工下井担任爆破工作时。（三）队长、工程技术人员下井时。（四）当班班长下井时，把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内的无风筒侧，当报警仪报警时，停止工作，并进行处理。（五）流动电钳工下井担负机电维修工作时，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，仪器报警时不得通电或检修。（六）瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。（七）安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。附图561：安全监测仪器仪表示意图。第七节 供 电一、供电方式、电压等级及防爆设备的选型（一）供电方式我矿的供电方式为深井供电方式，即地面35kv变电所变压为6kv或10kv入井进入528中央变电所，然后进入615采区变电所，再进入615临时配电点，最后到该工作面的用电设备。（二）电压等级我矿的电压等级有3种，其中本工作面掘进时所用的电压等级有1140V、660V、127V三种。其中EBZ132型综掘机、SZZ-730/160型号刮板运输机采用1140V电压供电；DSJ650型号带式输送机、JD11.4小绞车、JD-2.5内齿轮绞车采用660V电压供电；照明及信号采用127v供电。（三）防爆设备的选型1.变压器选型（1）513变电所为0.66KV等级电压的设备供电的变压器选择（2）513变电所为1.14KV等级电压的设备供电的变压器选择因此，工作面设备选用KBSG500/6移动变压器供电。变电所供电设备选用隔爆型干式变压器。2.低压开关选型二、电力负荷和电缆选择（一）电力负荷该工作面配备设备及负荷详见表571。表571 供电设备和使用设备1工作面设备及负荷统计：序号设备使用地点设备名称设备型号台数电机功率（Kw）额定电压V额定电流A16153运输石门刮板输送机SZZ-730/1601160114011225131风巷掘进机EBZ-13211941140130绞车JD-2512566029可伸缩输送机DSJ650123766085局扇JZD5.6/21513066035局扇JZD5.6/215130660353615大巷螺杆式压风机SM-475A175660864合计7588512（二）电压选择5131机巷掘进工作面采用EBZ-132型掘进机掘进、DSJ650型可伸缩皮带运输，JD-25内齿轮绞车运输材料，SM-475A型螺杆式压风机供风，掘进机采用1140V电源供电，其它设备采用660V电源供电（见供电系统图）。三、电气保护整定计算控制设备名称开关型号电机功率kw电机额定电流值A过载整定值/A短路电流/A可伸缩输送机QCZ83 200/6602378590510螺杆式压风机SM-475A758691516掘进机EBZ-132194130137780绞车JD-25252931174局扇DBKJN06/2151523537210刮板输送机QBZ300/1140/66016014046258风电闭锁开关的整定开关型号开关额定电流/A过载整定值/A短路电流/A1140v风电闭锁开关QJZ-300315137573660v风电闭锁开关QJZ-400400269686附图561：供电系统示意图。第八节 排 水一、工作面最大涌水量根据地质部门提供的资料，该工作面掘进期间的最大涌水量预计为10m3/h。二、排水方式该巷道采用自然排水，即工作面涌水通过排水沟排出。该巷道按中线沿煤层顶板掘进，预计巷道起伏较大，在巷道低洼积水处安设水泵采用机械排水。三、排水系统排水系统：5131风巷513回风石门615大巷660地面。四、排水设备选型、管道规格排水设备采用潜水泵抽水、2寸钢管排放。第九节 运 输一、运输系统（一）材料、设备运输系统运输大巷采用蓄电池机车牵引1t矿车、平板车等运送（出）物料，5131风巷采用25KW小绞车牵引1t矿车、平板车等运送（出）物料。（二）煤、矸运输系统工作面6153运输斜巷513煤仓二、装载与运输方式掘进机耙爪将煤矸装至掘进机的一运溜子转载至掘进机的二运皮带，然后转载到5131风巷的650型可伸缩皮带，最后经6153运输斜巷的SZZ-730/160溜子转载到513煤仓，机车运输至地面。三、装载与运输设备EBZ-132型掘进机、DSJ-650型可伸缩皮带机1台、SZZ-730/160刮板运输机、25KW绞车。四、运输系统安全防护系统及装置在513回风石门安设阻车装置，上、下车场安设声光信号装置及照明，在变坡点前方3m5m的摘挂钩点安设阻车器、513煤仓上口安设防护栏。五、运输工序安排掘进机将截割下的煤矸经掘进机一运溜子、二运皮带、5131风巷皮带、6153运输斜巷的SZZ-730/160溜子至513煤仓，待513煤仓有一定煤量后由机车串车运输至地面。第十节 照明、通信和信号一、照明设施、位置掘进工作面的皮带输送机机头照明专用开关接127V矿用防爆矿灯；综掘机前后有照明、后有尾灯，电源由综掘机电控箱供出，电压127V。在513回风石门的上下车场、6153运输斜巷转载点设置照明灯；在5131回风石门的上下车场、5131风巷的内齿轮绞车、各台运输设备的机头和机尾设置声光信号。二、通讯设施、电话位置5131回风石门下车场附近设置直通公司调度室的电话。三、信号装置的种类和用途皮带输送机、刮板输送机设双向声光兼备信号装置。信号规定：一停、二开、三倒、乱点为事故点。岗位工不得擅自离岗，且持证上岗。附图5101：照明、通信、信号系统示意图。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织严格执行交接班制度，采用“三八”工作制，劳动组织见表611。表611 劳动组织表序号工种班次在册人数出勤人数备 注合计1班长2226辅助人员、电钳工及队管未统计在内2综掘司机22263打眼支护工11134皮带输送机22265刮板输送机22266运料工1113合计5510101030第二节 循环作业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，合理安排工序，充分利用工作时间，提高工时利用率。附图621：正规循环作业图表第三节 主要技术经济指标5131风巷施工时要实现快速、优质、高效、低耗和安全的生产方针。主要技术经济指标表项 目单位数 量项 目单位数量掘进断面8.9日进尺m9煤层倾角30-35月进尺m216煤层厚度m1.32.6月工作天数天30正规循环率%80月出勤天数工720循环进度mm1000掘进工效m/工0.3班循环进尺m3第七章 安全技术措施第一节 施 工 准 备1、施工前，由队长负责组织技术人员传达贯彻作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井，不合格人员必须补考且合格后再下井作业。因事不能及时考试的，必须进行充贯彻和考试，成绩合格后方可下井作业。2、施工前，地测科必须提前给出开门位置，标好中线，施工单位严格按线施工。3、开门前必须对支护和环境进行检查加固和清理。4、开门前应提前按设计要求，形成正规的通风系统和其他系统，并能正常使用，同时准备好各种支护材料和所需工具。5、开工前必须经相关职能科室检查同意后，并且持有获批准的开工报告方可施工。第二节 一通三防一、通风管理1、工作面局部通风机安设位置按图所示，通风区应在现场标定，该处进风量不小于局部通风机的吸风量。局部通风机及其开关距回风口不小于10m，局部通风机装置设备齐全，并安全；风机必须吊挂或置于专用的局部通风机架上，并且距底板的高度不小于0.3m。两台局部通风机必须错开一定距离，且严禁安设在一条直线上。局部通风机吸山风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。2、局部通风机供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁”,施工单位每天对“风电闭锁”进行检查;掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”,监控工区每天对“瓦斯电闭锁”进行检查,并有记录可查,确保其灵敏、准确、断电功能可靠。3、局部通风机必须保证正常运转,施工单位安设专职司机严格执行现场交接班制度,且挂牌留名任何人不得随意停开局部通风机。4、因检修或其他原因需要停电时，停电单位必须提前一个小班提出书面申请，并经矿生产调度室协调、相关单位签字同意后，方可按申请规定停其中的一路电源，当两路电源必须同时停时，施工单位必须提前通知通风部门、机电队编制排放瓦斯排放措施及停送电措施，并经矿总工程师组织相关单位会审后，方可由施工单位提出停电申请。5、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高甲烷浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%，而且局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。6、停风区中甲烷浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，最高甲烷和二氧化碳不超过3%时，瓦斯检查工必须汇报矿调度室和矿总工程师，撤出停风区正常通风回流中作业人员，切断回风流经巷道的所有非本质安全型电气设备电源，请示矿总工程师，经同意后，方可启动局通风机按汇风点瓦斯浓度不超过1%的限量原则进行排放，排放时通风部门及安监部必须安排人员现场指挥。排放期间，通风部门现场负责人安排专人检查第一汇风点瓦斯。7、停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，瓦斯检查工立即汇报矿调度室和矿总工程师，通风部门必须编制安全排放措施，报矿总工程师批准后按措施规定处理。8、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内，并向矿调度所汇报。停风区内瓦斯或地氧化碳浓度