30707风巷掘进作业规程

目录第一章工程概述及地质说明书5第一节主要工程概述5一、工程概况5二、巷道用途5三、施工前的准备工作5四、预计开竣工时间5第二节地质说明书7一、工程名称7二、工程位置7三、周围开采情况7四、地形地物7五、煤层情况7六、顶、底板情况7七、地质构造情况7八、水文地质情况8九、其它需要说明的问题8第二章掘进9第一节施工方法和作业方式9一、施工方法9二、作业方式9第二节巷道断面、支护方式及要求9一、巷道断面9二、支护方式9三、支护要求14第三节掘进方式14一、综掘14二、炮掘15三、出货、扒装运输20四、开口点施工方式20五、30707风巷抽放钻场及水窝施工措施21六、工艺流程24第四节劳动组织循环作业图表、劳动组织配备表及主要经济指标表25一、施工组织25二、循环组织一览表25三、劳动组织一览表26四、主要技术经济指标表27第三章通风、防治瓦斯、防尘、防灭火28第一节通风28一、通风设计28二、局部通风管理30三、通风系统管理31第二节防治瓦斯31一、瓦斯治理31二、现场瓦斯管理32三、监测管理32第三节防治粉尘34第四节防灭火34一、消防系统34二、防灭火措施35第五节压风自救35第四章运输、供电、照明及通讯设施40第一节运输系统40一、运煤路线40二、材料、设备运输路线40第二节供电系统41一、负荷统计与变压器选择41二、整定、电缆选型、短路电流、灵敏度计算41三、动力回路的线路电压损失计算（按起动条件校核）43第三节照明、通讯44一、照明44二、通讯设施44第五章安全技术组织措施45第一节生产组织措施45一、安全生产小组45二、小组组员职责45三、生产组织措施46第二节安全技术措施47一、质量标准化管理47二、顶板及支护管理48三、爆破管理49四、机电设备管理51五、材料、设备运输管理58第三节其它措施60一、局扇、主扇停风、停电时撤人措施60二、局扇停送电（临时）管理60三、过地质构造安全技术措施60第六章避灾路线61第一节水、火、瓦斯灾害撤人路线61一、遇火灾或瓦斯灾害时的撤人路线61二、遇水灾时的撤人路线61第二节主、局扇停风、停电撤人路线63一、局扇停风、停电时撤人路线63二、主扇停风、停电时撤人路线63三、其他情况下的处理措施63第一章工程概述及地质说明书第一节主要工程概述一、工程概况30707风巷开口于1619运输石门拐3点往下48M处为巷道中线拐向，按方位192沿煤跟顶掘进447M至30707切眼上切口位置。30707风巷总工程量447M。二、巷道用途30707风巷主要用于30707采面回采时的回风及30707采面回采时的材料运输。三、施工前的准备工作施工前，把30707风巷开口处的浮矸、浮煤清理干净后，方可施工30707风巷。施工前，先对30707风巷开口点的巷道支护状况进行检查，加强开口点的支护（开口点支护见开口点支护大样图），处理安全隐患；由施工单位的电钳工将风水管延至施工点，由相关单位完善通风系统、供电系统、及其他施工服务系统，施工单位准备好支护材料及施工机具，经各业务科室验收合格，并发给生产许可证后，方可生产。四、预计开竣工时间预计开工时间2011年3月10日；炮掘预计竣工时间2011年3月，施工期102天；综掘预计竣工时间2010年2月，施工期57天。附巷道平面布置示意图炸药库绕道车场绞车房FFFF挡风墙图例永久风门防突调节风门防爆门防火门永久密闭主通风机栅栏B溜眼调节窗防爆密闭巷道平面布置示意图撤人路线北图11巷道布置平面示意图第二节地质说明书一、工程名称那罗矿三采区30707风巷。二、工程位置那罗矿三采区的采区井筒南翼，所在水平为1660水平，煤层为C601煤层。三、周围开采情况30707风巷南面靠近BF7断层、北面是运输、轨道、回风下山、东面未开采。西面已开采30701采面。四、地形地物地面无建筑物，有季节性水沟发育。五、煤层情况根据地测科提供地质资料，本工作面煤层为半亮型煤；煤层厚度最大207M，最小139M，平均15M；煤层平均倾角14，容重145T/M3。煤层结构较为复杂、属于稳定煤层。六、顶、底板情况老顶为浅灰色钙质细砂岩，厚度45M，岩性坚硬，属坚硬岩石；直接顶为浅灰色钙质细砂岩，厚度在24M左右，岩性较坚硬，属坚硬岩石。直接底为褐灰色泥岩，厚度03M，岩性较软，属较软岩石；老底为灰白色钙质细砂岩，厚度95M，岩性坚硬，属坚硬岩石。七、地质构造情况根据地测科提供的地质资料，30707风巷将在开口帮前60M处遇3FG1逆断层。（如图21）。图1230707风巷地质预想剖面图八、水文地质情况水文地质情况无水害威胁。九、其它需要说明的问题1、加强该巷过3F9断层时的瓦斯及顶板的安全管理工作，并采取相关安全措施。2、加强30707风巷开口往里118M处煤柱应力区域瓦斯治理的安全管理工作。附煤层综合柱状图黑色，暗煤为主。半暗型煤，块状构造，152395C041284细砂岩95826173209细砂岩备注岩性描述岩石名称号层下部浅灰色中厚层浅灰色钙质粉砂岩。上部为灰白色中厚层钙质细砂岩,坚硬。中150柱状（M）层厚上部为灰白色中厚层钙质细砂岩,坚硬。中部夹一层02石灰岩,下部深灰色薄层状钙质细砂岩。C601B半暗型煤，块状构造，黑色，暗煤为主。330758045618C601AC60B煤、半暗型煤，块状构造，煤、半暗型煤，黑色，暗煤为主。砂岩为主，泥岩次之，上部常夹一层泥灰岩，煤顶板含动物化石，以海棉骨针为其特征。综合柱状图图13煤层综合柱状图第二章掘进第一节施工方法和作业方式一、施工方法（一）综掘采用EBZ160型悬臂式掘进机沿中线全断面对巷道进行掘进。（二）炮掘1、采用全断面对巷道进行爆破掘进。2、采用MZ12电煤钻或YT7655型风钻打爆破眼，两台MQT120A型气动锚索钻机（一台使用，一台备用）施工顶锚杆眼、锚索眼，两台YT7655型风钻（一台使用，一台备用）施工帮锚杆眼。3、采用MFB200型起爆器起爆，毫秒延期电雷管和煤矿安全乳化炸药进行爆破。二、作业方式作业方式根据施工方法及永久支护的相互关系，采用单行作业与平行作业相互补充的作业方式。第二节巷道断面、支护方式及要求一、巷道断面30707风巷采用梯形断面进行掘进，设计掘进断面宽度为46M，高度26M（中线位置），S掘1196M2。（见支护断面图）二、支护方式1、支护材料选型（1）锚杆顶采用ML22/2500型左旋无纵筋钢螺纹锚杆支护；帮选用18M长的管缝式锚杆支护。（2）锚索采用216MM、L6300MM钢铰线锚索。（3）锚固剂使用MSK2360型树脂锚固剂；直径为23MM、长度为600MM。（4）锚网顶采用钢筋网，帮采用塑钢网。（5）W钢带长3500MM、孔距800MM。2、支护参数验算（1）锚杆长度验算根据LKB/2FL1L2式中L锚杆长度，MK安全系数，取2B巷道开挖宽度，风巷（煤巷）46MF岩石的坚固性系数,取3L1锚杆锚入稳定岩层的深度,取03ML2锚杆在巷道中的外露长度,取01M风巷（煤巷）L246/230301193M25M（2）锚杆间排距验算根据A2FQ/KBR1/2式中Q锚杆的设计锚固力，取80KNK安全系数，取2B巷道开挖宽度，风巷46M（煤巷）F岩石的坚固性系数,取3R被悬吊岩石的重力密度，取271KN/M3此时补切眼A2380/2472711/2137M07M补风巷（煤巷）A2380/2462711/2139M07M补风巷（岩巷）A2380/242711/2149M08M根据以上验算，采用ML20/2500型左旋无纵筋钢筋螺纹锚杆，30707风巷（煤巷）700MM800MM间、排距按设计进行布置是可以满足支护要求的,掘进过程中,根据现场情况,若需要更改支护设计时,及时更改支护设计,施工时严格按设计进行施工。3、支护方式30707风巷施工时，顶板采用ML20/2500型左旋无纵筋钢筋螺纹锚杆和直径216MM、长6300MM钢铰线锚索配合钢筋锚网进行支护，锚杆间、排距700MM800MM，锚索间、排距1600MM2400MM（每排布置3根）；帮选用18M长的管缝式锚杆每排进行支护3根，间、排距800MM1000MM，煤层倾角有无变化，西帮都必须支护，东帮不支护，且最上一根锚杆距顶板的距离不得大于400MM。锚索L630间排距160X24钢筋锚杆L250，2间、排距7X8460260水沟30X风筒7160M图2330707风巷（煤巷）巷道断面支护图（单位MM；比例150；S断1196M2）锚杆锚索307风巷图2430707风巷（煤巷）锚杆（索）布置平面示意图4、临时支护（1）综掘30707风巷综掘机截割时按进刀的深度08M/循环向前截割，每截割24M后先进行敲帮问顶、找净帮顶活矸悬石，再采用打顶部5棵锚杆作为临时支护（同时也是永久支护锚杆），临时支护先施工中部的3棵锚杆，再施工上部及下部的2棵锚杆，预留的2棵锚杆滞后施工（见综掘时临时支护平面示意图）。必须将临时支护锚杆支护到位后才允许继续掘进。掘进过程中预留支护锚杆及锚索支护必须及时进行施工，预留支护锚杆及锚索支护滞后迎头工作面不得超过15M。307补切眼临时支护的锚杆图例图27综掘时临时支护平面示意图（图中单位MM）（2）炮掘30707风巷（煤巷）爆破掘进施工时采用前探梁作临时支护，使用U型卡作吊环钩，三根轨道作为前探梁，按1400MM的间距进行布置三梁九环并用2米长的大板背顶，背顶的大板不得少于12块。（临时支护支护好后，对顶进行支护时，先将没有前探梁处的锚杆施工完毕，然后退出前探梁，补打前探梁处的锚杆。退出前探梁时只能按同一方向逐一退出，每退出一根，将锚杆补打完后，方可退出下一根。）用作前探梁的轨道长度不得小于4000MM，规格9工字钢。大板规格为长宽厚2000MM150MM40MM。前探梁吊环必须使用直径不小于22MM的圆铁加工。图2830707切眼临时支护断面示意图前探钩前探梁锚杆图21030707风巷临时支护断面示意图（图中单位MM）最大空顶距2150M最小空顶距80M锚杆大板前探梁前探钩锚杆前探梁前探钩图21130707风巷临时支护平面示意图（图中单位MM）三、支护要求1、锚杆布置必须成排、成行，锚杆托盘必须紧贴岩面；确保锚固剂有效使用。2、安装时，锚杆每孔装一节锚固剂、锚索每孔装二节锚固剂，对顶支护时眼孔的施工必须使用锚索钻机；安装锚杆时，必须使用锚索钻机搅拌药卷及拧紧螺母。搅拌药卷时，必须将锚固剂送至眼底后，方可进行搅拌，且搅拌时间为2540秒。3、装锚杆时，严禁破坏螺母胀销。4、对顶进行支护时，除靠巷帮的顶锚杆与顶板的夹角不得小于75，其余均与巷道轮廓线垂直布置。5、锚索必须使用千斤顶及时紧固，锚索托盘必须紧贴岩面，锚索预紧力不得小于10MPA，锚索的外露长度未剪断之前不得大于350MM，剪短后不得超过100MM。6、掘进过程中，顶板完整时锚索、帮锚杆允许滞后5M；顶板破碎时帮锚杆要紧跟迎头，且锚索滞后工作面不得大于24M，巷道两帮要刷齐、刷直，严禁出现伞檐、拖脚。地质条件发生变化时另报措施进行审批。7、临时支护为前探支护时，炮后前探支护必须紧跟工作面并用大板背严。永久支护与工作面的最小距离不大于800MM,最大距离不大于2150MM。第三节掘进方式一、综掘1、综掘机掘进施工时由技术科（工程组）给定巷道中线，施工单位严格按所给中线沿煤跟顶掘进，每班掘进前，由施工单位验收员将中线延至施工迎头。2、每班切割时按进刀的深度08米/循环向前切割。顶板完好时，每切割24米后进行一次临时支护；顶板破碎时，临时支护距迎头不得超过08M，待临时支护支好后，方可继续向前掘进。3、综掘机割煤时从工作面的右肩窝进刀，首先从右至左切割到左帮后、再从左至右切割至右帮，来回往返切割，直至切割到设计断面。司机在截割过程中必须严格控制截割高度和宽度。综掘机切割时切割顺序图图21330707风巷综掘机切割时切割顺序图（图中单位MM）二、炮掘（一）打眼1、30707风巷施工时由技术科（工程组）给定巷道中线，施工单位按所给中线沿煤跟顶掘进，每班在掘进前，由验收员将中线延至施工迎头。2、施工时采用MZ12电煤钻或YT7655型风钻、气动手持式钻机打爆破眼，炮眼深度为15M，掏槽眼深17M，采用YT7655型风钻施工帮锚杆眼、MQT120A型气动锚索钻机施工顶锚杆、锚索眼。（二）爆破、炸药及雷管的选择、炮眼布置图1、炸药、雷管使用三级煤矿许用乳化炸药和8号覆铜煤矿许用毫秒延期电雷管；毫秒雷管的延时计算（最后一段以段来计算）T段雷管延时段雷管延时（5010）1347毫秒130毫秒2、爆破（1）30707风巷（煤巷）炮眼布置图及装药结构图30X30水沟图216炮眼布置三视图（图中单位MM）掏槽眼图示1乳化炸药2毫秒电雷管3水炮泥4黄泥雷管脚线图217装药结构图（单位MM）表24爆破原始条件名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面M21196炮眼数目个32煤（岩）普氏系数23雷管数目个32炮眼深度M1517总装药量KG186表25爆破说明书角度0装药量（KG序号眼名眼号眼深（M）水平垂直单孔合计雷管个数雷管段数充填物联线方式1掏槽眼14177890083242辅助眼513159090065493帮眼顶眼底眼19223032232914181586909090868606040642283775III水炮泥黄泥串联合计18632表26预期爆破效果序号名称数量单位备注1炮眼利用率902循环进尺135M3每循环爆破实体煤（岩）量162M34循环炮眼总长488M5巷道炸药消耗量138M6单位炸药消耗量115M37煤（岩）体雷管消耗198个M38巷道雷管消耗量237个M说明采用MFB200型发爆器起爆，毫秒电雷管和煤矿乳化炸药全断面一次爆破掘进。采用1毫米的铜芯电缆作爆破母线，母线长590米（以最远距离计算），回路长1180米。（1）R母PI/S（01761061180）/（314052106）3213欧姆（2）串联电阻R串32581856欧姆（3）总电阻R母R串321318565069欧姆）（4）MFB200型放炮器电压降值为1800V。（5）起爆电流IU/R总1800/5069355（安）2（安）根据以上计算，选用MFB200型放炮器起爆可以满足起爆要求。（三）联线爆破方式岩巷段采用串联反向爆破；采用串联正向爆破。爆破后采用手镐将两帮刷平、刷直，严禁出现伞檐及拖脚。（四）、放炮撤人路线及警戒点30707风巷考查掘进，放炮时按远距离撤人、停电放炮执行。每次炮前，必须将撤人范围内的人员全部撤出，其撤人程序、警戒点、撤人范围及撤人路线按以下规定执行。（1）、放炮撤人程序30707风巷按规定装药连线完毕后，由当班瓦检员检查该掘进工作面的通风、瓦斯情况，无异常后，由该头瓦检员向矿调度和通风调度汇报，矿调度员确认三采区通风系统、供电系统正常后通知当班瓦检员按远距离撤人站岗进行放炮，当班瓦检员得到通知后通知施工单位当班班长组织撤人站岗，各站岗人员在该工作面当班瓦检员处履行完签字手续后一同往外撤出，各警戒点站岗人员到位后向矿调度室汇报，由矿调度通知井下变电所将所需停电范围内电气设备动力电源停掉，矿调度员通过监控终端确认30707风巷供风风机运转正常和巷道内瓦斯无异常，停电范围内的动力电源切断，汇报的撤人、警戒情况符合以下规定时方可通知该头当班班长可以进行放炮。2、撤人范围30707风巷、1619运输石门、1619运输石门至1619车场进风侧段、1619后石门及通知变电所变电工不得出变电所。3、停电范围30707风巷、1619运输石门、1619运输石门至1619车场进风侧段。（4）、警戒地点警戒点1三采运输下山与1619联络巷交叉口处（兼放炮点）。警戒点2三采轨道下山与1619车场交叉口处。（5）、撤人路线4人（含班长）带上警戒牌板沿30707风巷工作面同时出发，沿30707风巷搜索撤人至30707风巷与1619运输石门交岔口处，一组3人在岔口处等待警戒，一组1人沿1619运输石门搜索撤人至3041闭前后原路返回与其他3人汇合，然后4人沿1619运输石门往西撤人至1619运输石门与1619车场交叉口处分两组，一组2人搜索撤人至变电所后门，然后1人进变电所通知变电工不得出变电所后回到变电所后门与另一人汇合搜索撤人至1619风门进风侧处1人挂放炮警戒牌警戒，另一人向调度汇报站岗到位；另一组2人沿1619运输石门往西搜索撤人1619后石门风门前，一人在此站岗警戒，另一人进1619后石门搜索，撤出1619后石门内所有人员至1619联络巷与运输下山交叉口处并在此挂放炮警戒牌警戒，另一人向调度汇报站岗到位。撤人过程中，由施工单位当班负责人安排当班电工将警戒范围内的电气设备电源开关手把打至零位并锁上。调度室接到警戒点站岗到位汇报后，立即通知井下变电所变电工将停电范围内的所有动力电源全部停掉，矿调度室得到变电所变电工停电工作完成的汇报后，通知30707风巷可以放炮，再由该班班长下达放炮命令。撤岗放炮后30分钟，矿调度室当班调度员通过监控系统观察30707风巷工作面及回风流瓦斯浓度情况，只有瓦斯传感器T1、T208时，方可通知该工作面瓦检员、放炮员和当班班长一同进入30707风巷工作面检查瓦斯，残、拒爆，顶板情况。只有30707风巷工作面及回风流瓦斯浓度小于08，且响炮点无残爆或拒爆后，方可由瓦检员向矿调汇报，由矿调通知各警戒点撤岗。附放炮撤人警戒示意图307风巷169溜煤眼169运输石门运输下山169联络巷轨道下山169车场井下变电所2警戒点警戒点（兼放炮点）3041瓦斯抽放巷回风下山图220放炮撤人警戒示意图三、出货、扒装运输（一）综掘机掘进时通过综掘机铲板扒爪将落煤装载到掘进机的运输机上，420溜子紧跟掘进机的方式进行运输。（二）钻爆法掘进时采用人工攉货上溜子，420溜子紧跟工作面的方式进行运输。四、开口点施工方式1、由技术科（工程组）给定开口点中线，严格按技术科（工程组）给定开口点的中线跟顶施工。2、开口施工前，必须加强开口点的支护，30707风巷开口点支护见开口点支护大样图，施工单位必须按大样图中设计施工。3、开口点采用长度L6300MM的锚索，套加W钢带进行锁口，间距按大样图中设计的按间距16M打三根布置，W钢带必须紧贴岩面，锚索紧固后预紧力不得小于10MPA，紧固后其外露长度不得大于350MM，剪断后外露长度不得超过100MM。4、开口前，把开口点支护好，确保退路畅通后，方可进行下一循环的作业。169运输石门备注锚杆间排距为70MX8锁口锚索共三排，间排距为160M，加W钢带。锚索锚杆307风巷图22230707风巷开口点支护大样示意图（图中单位MM）五、30707风巷抽放钻场及水窝施工措施1、概况（1）为提前预抽30707采面瓦斯，解决掘进及回采时的瓦斯影响，须在30707风巷两帮作出抽放钻场。（2）为防止30707风巷迎头积水，须在巷帮作水窝。2、技术要求（1）钻场规格尺寸长宽高35M35M2M；水窝规格尺寸长宽深3M2M1M。（2）钻场间距，根据抽放工区准掘通知单规定确定；水窝间距根据现场施工确定。（3）采用25M锚杆和63M锚索加挂锚网联合支护。钻场的两个三角帮采用18M管缝式锚杆配合塑钢网进行包边支护。（4）钻场及水窝的开口，必须用锚索配合W钢带按间距16M打三棵对开口点进行锁口支护。（5）开口采用多打眼、少装药、放小炮施工。（6）在作钻场时，以钻场中线位置控制底板的水平度，钻场的帮支护除巷道前进帮不支护，其余两帮必须支护，但钻场的后退帮开口点往里必须留有一排帮锚杆距离；作水窝时三帮都必须支护。附钻场及水窝支护断面图锚杆20，L5间、排距8X管缝式锚杆L180间、排距X前进帮图223钻场断面支护图（单位MM；比例150；S断7M2）锚杆20，L5间、排距8X管缝式锚杆L180间、排距X图224水窝断面支护图（单位MM；比例150；S断4M2）3、安全措施（1）进入施工地点，必须严格执行“敲帮问顶”制度，敲帮问顶时，敲帮问顶人员站在敲帮问顶后方安全的地点，并将有可能危及到安全的人员撤至安全地点，按由外往里，先顶后帮的顺序，用6管在一头焊上一节200MM长的坚韧钢筋锚杆制成的3M长的钎子对顶、帮松散体找净后，方可作业。此项工作由当班班长负责落实。（2）施工过程中，必须设专人观山，观山人员由有经验的老工人担任，发现隐患及时处理，若大面积来压，及时将所有人员撤到安全地点，待压力稳定后，再从外往里进行维护。（3）放炮员必须持证上岗。（4）严格执行“一炮三检查”、“三人联锁”放炮制度。（5）设专职瓦检员检查瓦斯，重点检查高顶处瓦斯，只有瓦斯浓度均小于08时方可施工。（6）放炮母线间的连接必须用接线盒连接,母线与脚线、脚线与脚线连接处必须用绝缘胶布包扎，严禁出现明接头。（7）每次放炮前，必须将施工地点附近20M范围内的风筒、管线及设备等进行保护。保护情况必须经当班班长、放炮员、瓦检员进行检查，确认有效后方可进行放炮工作。（8）炮眼深度低于06M时，严禁装药放炮。（9）严禁在井下测试炮器及电雷管导通试验。（10）制作引药必须在支护完好、避开电气设备及导电体的安全地点进行。（11）制作引药的数量应以当班用药量为准，不得多做，用剩的药管必须交回炸药库。（12）炸药、雷管必须分装在专用的药、管箱内，严禁混装。药管箱必须上锁。（13）药管箱必须放在支护完好、避开电气设备及导电体的警戒范围以外的安全地点。（14）撤人警戒按30707风巷执行。（15）残、拒爆的处理由于连线不良造成的拒爆，待15MIN后可重新连线起爆。在距拒爆炮眼至少03M处另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。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；严禁将炮眼残底（无论有无残余炸药）断续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。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，并交回炸药库。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。六、工艺流程（一）掘进机截割时工艺流程（二）钻爆法掘进时工艺流程交接班（安全检查）打眼（延、接溜槽、施工帮锚杆、锚索）吹眼、装药联线撤人警戒放炮（撤警戒后）敲帮问顶临时支护出货、打锚杆眼、装锚杆文明生产交接班。第四节劳动组织循环作业图表、劳动组织配备表及主要经济指标表一、施工组织采用“三、八”制作业方式，单行作业与平行作业相互补充，三个班生产每个班均安排维修工负责设备故障的排除及检修。二、循环组织一览表（一）综掘时循环组织一览表表210循环作业图表（二）炮掘时循环组织一览表表211循环作业图表三、劳动组织一览表（一）综掘时劳动组织一览表表212劳动组织表合计早中夜出勤在册班长11133溜子司机电钳工22268打眼工、支护工攉煤、（矸）工333912综掘机司机11136班次人数工种合计7772129（二）炮掘时劳动组织一览表表213劳动组织表早中夜合计班次人数工种早中夜出勤在册班长11134溜子司机电钳工11135打眼工、支护工22269爆破工11134攉煤、（矸）工222610合计7772132注班长和攉煤工施工现场中可兼打眼工、支护工四、主要技术经济指标表表214技术经济指标表序号经济技术指标名称单位数量1巷道毛断面30707切眼1222；30707风巷煤巷1196；30707风巷（岩巷）11082巷道净断面30707切眼1222；30707风巷（煤巷）1196；30707风巷（岩巷）11083巷道坡度度沿煤跟顶掘进岩巷846；3554支护材料锚索、木托板、锚杆、钢筋锚网等5总工程量M40656施工期月炮掘34综掘197循环进尺M炮掘135综掘248日循环数个39日进度M炮掘405综掘7210每米材料消耗（锚杆）根M30707切眼、补风巷（煤巷）875，30707风巷（岩巷）62511每米炸药消耗M30707切眼147；30707风巷（煤巷）138，岩巷16912每米雷管消耗个M30707切眼251；30707风巷（煤巷）237，岩巷26713掘进效率米工炮掘0193综掘03414循环率9015预计开工时间年、月、日2009年12月21日16预计竣工时间年、月炮掘2010年3月综掘2010年2月17每米用工数工M炮掘52综掘2918其它第三章通风、防治瓦斯、防尘、防灭火第一节通风一、通风设计1、设计原因30707风巷掘进。2、通风方式局部通风机压入式通风。3、局部通风机安设地点30702机联巷风门进风侧。4、风量计算及局部通风机选择（1）30707风巷掘进所需风量按稀释掘进瓦斯涌出进行计算，（根据计算，30707风巷掘进期间最大绝对瓦斯涌出量为096M3/MIN）。根据公式Q125QK（K为工作面瓦斯涌出不均衡系数，此处按2进行计算）计算30707风巷掘进期间所需风量为QQ1251250962240M3/MIN（2）验算需要风量是否满足巷道风速要求根据巷道回风断面S净，按公式进行验算净SQV60（30707风巷S净1222M2）净QV60240601222033M/S根据煤矿安全规程中第101条规定掘进中的煤巷最低风速为VMIN025M/S，最高风速为VMAX4M/S；岩巷最低风速为VMIN015M/S，最高风速为VMAX4M/S。经验算，VMINVVMAX，风速符合煤矿安全规程规定。（3）风机选型本矿使用15KW2FD16/30型的对旋轴流式局部通风机实测吸风量为350M3/MIN，30707风巷掘进使用该型号风机和直径08M的柔性风筒供风，最大供风距离为519M。30707风巷使用15KW2FD16/30型的对旋轴流式局部通风机供风时回风巷道最大风速验算（S净1222M2）净SQV60350601222048M/S经风速计算，30707风巷使用15KW2FD16/30型的对旋轴流式局部通风机供风时回风巷道最大风速符合煤矿安全规程第101条规定。（4）全负压风量计算30707风巷供风风机安设在30702机联巷风门进风侧，使用08M直径抗静电阻燃风筒经30707风巷运联巷、30707风巷引至30707风巷掘进工作面。此安设法需保障30702机联巷风机安设点至风门间风速在015M/S以上，则风机安设地点的全负压风量Q全必须大于风机吸风量Q吸与保证30702机联巷风机安设点至30707风巷运联巷间最低风速所需风量Q基之和，则Q全Q吸Q基35001560102844252M3/MIN即风机安设点全负压风量保持在443M3/MIN以上，就能满足要求。实测风机安设点全负压风量为1672M3/MIN，满足需求。根据30707风巷掘进所需风量计算及风速验算和风机安设点全负压需要风量计算，30707风巷掘进初期选用两台15KW2（FD16/30型）的对旋轴流式局部通风机供风（一台使用，一台备用），使用直径08M抗静电阻燃风筒供风，掘进期间再根据实际瓦斯涌出量计算需要风量，根据具体情况更换合适风机供风。二、局部通风管理1、30707风巷掘进供风采用局部通风机压入式通风，按风量计算要求安装功率为15KW2（FD16/30型）的局部通风机，掘进期间根据实际情况进行风量核算，再确定是否更换局部通风机。2、30707风巷掘进安设两台15KW2（FD16/30型）的风机供风，其中一台使用，一台备用，能自动切换并实现双电源供电。每天由现场瓦检员、安检员、施工单位电工进行一次检漏试验，实验时先试主风机，后试备用风机，并确保风机能自动切换。3、供风局部通风机实行挂牌管理，风机停送由30707风巷当班瓦检员执行，其他人员严禁停送风机。4、30707风巷风机检漏实验为每天早上8点，由该巷当班电工及当班瓦检员一同到风机安设点待命，由变电工在井下变电所进行实验。实验完毕后，由该巷当班电工将风机切换等实验结果汇报矿调度室。5、所安装局扇的吸风口2米范围内不得有机械设备、材料、杂物堵塞巷道断面，风筒过风门墙处，必须使用铁风筒,铁风筒与风筒直径必须一致,且按规定安设防逆流装置。6、供风风机安装“三专两闭锁”装置，并按要求进行试验，确保闭锁装置灵敏可靠。机运科组织施工单位、通风、安检每10天进行不少于一次试验，确保闭锁装置灵敏可靠。7、供风风机安设在30702机联巷风门进风侧，局扇离地高度不得小于03M。8、风筒要按照设计高度、巷道中的位置拉大线进行吊挂，吊挂要平、直，不得出现挤压风筒现象。拐弯处加铁弯头，严禁拐“死弯”，风筒接头“双反边”，并严禁出现“铁铁相连”。通风工区安排人员维护风筒，及时处理破口及接头漏风。9、风筒出风口距工作面不大于5M。10、主要局部通风机安设变频调速开关，由30707风巷掘进施工单位进行维护管理。11、临时停电、停风，按矿局扇（主扇）停电停风规定及相应的措施执行。三、通风系统管理1、30707风巷掘进拥有独立的通风系统（通风系统示意图附后）。2、30702机巷施工联络巷风门、30702机联巷风门已进行连锁，其中30702施工联络风门上锁，通风工区负责对其进行检查维护，保证其中两道风门不能同时打开，发现问题及时汇报并处理，以确保通风系统稳定。3、严禁损坏风门，过往风门时随手关风门，严禁风门敞开不关。4、通风工区测风员按要求每旬对30707风巷工作面、回风流及风机安设地点全负压风量进行测量，发现风量不足，立即查明原因，采取措施及时处理、汇报。5、巷内堆放物件时，堆放断面严禁占巷道断面的1/3及以上。第二节防治瓦斯一、瓦斯治理30707风巷布置在7煤层内，煤层瓦斯含量858M3/T，掘进期间最大绝对瓦斯涌出量为096M3/MIN。30707风巷在开采保护层区域掘进时，采用风排方法治理瓦斯，在煤柱应力区域掘进时，采用在巷道两帮施工抽放钻场对前方煤体瓦斯进行预抽。掘进期间当防突效果检验指标K105ML/（GMIN）1/2或SMAX6KG/M，则在工作面施工抽放钻孔对掘进前方煤体瓦斯进行预抽，经抽放后，通过抽放效果评价，抽采效果达到煤矿瓦斯抽采基本指标，采取安全防护措施后方可进行掘进工作。根据30707风巷掘进期间的需要风量计算，该巷掘进初期安设15KW2（FD16/30型）的对旋轴流式局部通风机供风，在掘进期间再根据现场实际瓦斯涌出量情况进行风量计算，根据计算结果，确定是否更换局扇。二、现场瓦斯管理1、通风工区设专职瓦检员检查工作面、回风流、高顶部、硐室瓦斯，严禁瓦斯超限作业。2、加强通风管理，确保工作面有足够的新鲜风，临时停工时不得停风，因局扇停电停风时必须设置栅栏，揭示警标，切断电源，禁止人员入内。3、加强瓦斯浓度和通风情况的检查。每班瓦检员必须对其工作范围内的瓦斯、二氧化碳及通风设施进行检查，工作面及回风流瓦斯、二氧化碳检查汇报每班不少于四次，特殊情况立即汇报通风调度和矿调度。4、及时处理局部积聚的瓦斯，每班瓦检员必须加强高顶部、硐室的瓦斯检查，若有局部瓦斯积聚，立即采取措施进行处理并汇报。5、掘进工作面风流中瓦斯浓度08时，必须停止使用综掘机掘进（使用用电钻打眼）；爆破地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到08时，严禁装药爆破。6、掘进工作面回风流中，瓦斯浓度达到08时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。7、掘进工作面风流瓦斯浓度达到1时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。8、掘进工作面及其回风巷内，体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到15时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。9、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到08以下时，方可恢复送电。10、当30707风巷掘进工作面出现无计划停风时，由该头当班瓦检员配合施工单位当班负责人将30707风巷巷道内全部人员撤至30707风巷运联巷风门进风侧，并由该瓦检员在30707风巷运联巷开口处设置临时栅栏，悬挂“禁止入内”警示牌。如出现主扇停运，则由该头当班瓦检员配合施工单位当班负人将该巷道内全部人员沿如下路线撤出地面30707风巷30707风巷30707风巷运联巷运输下山运输平硐地面。11、必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。三、监测管理1、由通风工区按监测设计安装监测装置，实行监测监控。（见监控设计）2、传感器安设种类及数量瓦斯传感器3台、设备开停2台、断电器1台。3、传感器的设置（1）巷道内设置两台瓦斯传感器T1、T2，T1距30707风巷掘进工作面不大于5M，T2设在距30707风巷运联巷开口以里1015M范围内，30707风巷运联巷与30702机联巷交岔口处设置一台瓦斯传感器T3，T3主要用于30707风巷排放瓦斯时使用。其中报警浓度T108T208T312断电浓度T11T208复电浓度T108T208断电范围T1、T2的断电范围为30707风巷、30707风巷掘进工作面及其回风巷道内的一切电气设备动力电源。（2）30702机联巷、30702机巷施工联络巷风门已安设风门开闭传感器，通风工区监测主机室值班人员随时观察监测主机数据监测情况，当两道风门同时打开或一道风门打开时间较长时按规定及时汇报以便采取措施进行处理。（3）局扇电源负荷侧安设设备开停传感器4、所有安装的传感器所监测的数据及状态必须能传送地面监测主机室，并能实时监控。5、通风工区每天派人对监测装置检查维护及按规定进行校对，确保监测装置灵敏可靠。6、被控制的有关设备未正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部电气设备的动力电源并闭锁。7、拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备，需要安全监控设备停止运行时，必须报告矿调度室并制定安全措施后方可进行。8、如放炮掘进时，在放炮前由该头当班瓦检员将瓦斯传感器T1移距放炮点后2030M的安全地点并吊挂好，炮后移到规定位置吊挂好。9、每10天由通风工区监测维护工对该掘进工作面瓦斯电闭锁进行一次试验，并认真填写记录。第三节防治粉尘1、防尘系统（见30707风巷掘进期间防尘、防灭火系统示意图）。2、防尘管路要求吊挂平直，保持正常供水。3、防尘管路连接处不漏水。4、由施工单位将防尘管路接至距30707风巷掘进工作面不大于10M位置，并随巷道掘进每隔30M留设一个三通阀门，由通风工区在距掘进工作面60M范围内安设两道净化水幕，其中，第一道净化水幕距工作面距离不大于30M。5、综掘机运转时（放炮出货时）由当班瓦检员打开巷道内水幕净化风流。6、综掘机掘进时，应使用好内外喷雾装置，内喷雾装置的水压不小于3MPA，外喷雾装置的使用水压不小于15MPA。7、放炮掘进必须按作业规程规定打眼、装药，严禁打干眼。炮前炮后由施工单位安排人员进行洒水降尘。放炮员按规定使用好黄泥、水炮泥，瓦检员、安检员监督。8、通风工区安排人员对巷内及风筒上的粉尘进行冲洗，其中监测设备上的粉尘用棉纱擦净、电气设备及动力电缆上的粉尘由施工单位用棉纱擦净，巷内严禁煤尘堆积。9、各运输转载点安设净化喷雾，喷头必须采用喷嘴型结构，喷雾应正对转载机头，距转载机头的高度不得大于05M，能覆盖整个机头，灵敏可靠，雾化效果好。运输系统开动时，转载点司机打开喷雾降尘。10、各运输转载点配备一根长度不小于5M的4分软管，由转载点当班司机对转载点前后5M内的粉尘进行冲洗，严禁粉尘堆积。11、距该掘进工作面200M范围内设置一组隔爆水袋，水量以200L/M2断面计算，该组水量不少于2500L，棚区长度不小于20M。需安设42个隔爆水袋，共计需安设14棚，每棚3个隔爆水袋，每个水袋为60L，通风工区负责日常检查维护及加水。第四节防灭火一、消防系统防尘管路兼作消防管路。（见30707风巷掘进期间防尘、灭火系统示意图）二、防灭火措施1、防尘管路兼作消防管路，必须保证供水量及正常供水，且在距30707风巷掘进工作面20M范围内配备一根长度不小于20M的一寸软管，用作消防洒水管。2、地面消防水池必须保持有不少于200M3的水量。3、在距该掘进工作面50M范围内设置规格为8KG的灭火器4台，该头施工人员必须熟悉灭火器的存放位置及灭火器的使用方法。4、在各运输转载点各配备2台灭火器，转载司机熟悉灭火器存放位置及使用方法。5、电气设备杜绝失爆，施工单位每班、机电工区每天派专人对电气设备进行检查，确保设备完好、可靠。6、放炮时必须按规定充填好足够数量的黄泥、水炮泥，防止放炮产生火花。7、严禁使用可燃物代替黄泥充填炮眼。8、严格执行入井检身制度，严禁携带烟草及点火物品入井。9、任何人发现火源时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火控制火势，并迅速向矿调度报告（由电器设备引起的火灾，不能直接用水灭火，必须先切断电源然后用灭火器直接灭火，若是其它原因造成的火灾可用水灭火）。矿调接到汇报后立即按矿井灾害预防及处理计划组织抢救和实施灭火工作。10、通风工区定期开展防灭火检查工作，发现灭火器失效及时汇报并督促责任单位更换。第五节压风自救1、由通风工区安设压风自救装置（30707风巷掘进期间压风自救系统示意图）。2、压风管路要求吊挂平直，保持正常供风，连接处不漏风，管路距迎头距离不大于25M，并每隔50M安设一个三通及阀门。3、在巷道内距迎头2540M范围安设一组压风自救装置，以后每隔50M安设一组压风自救装置，每组5个压风自救装置。4、掘进巷道内压风主管路采用2寸管连接，压风自救装置主管路采用1寸管连接，压风自救装置分管采用4分管连接。5、通风工区派人对压风装置进行检查、维护，保证能随时打开使用。6、严禁损坏压风自救装置。7、其它严格按该头作业规程及相关措施执行。附1、30707风巷掘进期间通风系统示意图2、30707风巷掘进期间防尘、灭火系统示意图3、30707风巷掘进期间压风自救系统示意图图31通风系统示意图图32防尘、灭火系统示意图图33压风自救系统示意图第四章运输、供电、照明及通讯设施第一节运输系统一、运煤路线30707风巷掘进工作面的运煤系统为施工迎头30707风巷30707切眼30707风巷30707风巷运联巷三采运输下山三采运输平硐三采地面落地煤仓。二、材料、设备运输路线30707风巷的材料运输路线三采地面三采轨道平硐三采轨道下山30702机巷施工联络巷30702机联巷30707风巷运联巷30707风巷30707切眼30707风巷工作面。炸药库绕道车场绞车房FFFF挡风墙图例永久风门防突调节风门防爆门防火门永久密闭主通风机栅栏B溜眼调节窗防爆密闭北图4130707风巷运煤、材料、设备运输路线示意图第二节供电系统一、负荷统计与变压器选择1、以30707风巷电气设备选择变压器选择向30707风巷供电的变压器，变压器的计算容量为KVAKSWMPDETN279COSPN用电设备额定功率之和，即PN5554279KW；KDE需用系数,即KDE0406630279540NMPPNM容量最大的电动机的额定功率（因2台电动机同时启动，故按1台对待）COSWM变压器负载的加权平均功率因数，查表COSWM071619井变11变压器满足要求二、整定、电缆选型、短路电流、灵敏度计算（1）、动力回路1、整定IDZ计算IDZ308取310A。2、电缆选型计算实际流过电缆的工作电流IG电缆长时允许负荷电流IY（A）1207693102COS3K10P2XNGUP干线电缆所供多台负荷的总功率，KW；KX需用系数COS平均功率因数，UN2额定电压，V；查表MY370125电缆的长时允许负荷电流IY215A实际流过电缆的工作电流IG2001A。所以使用70MM2电缆是合格的。3、短路电流ID2的计算ARI22N2UN2额定电压,V；R电阻值的总和，X电抗值的总和，4、灵敏度系数K的计算合格51310725KDZ2I（2）、主风机回路1、延时过载保护整定IDZ计算IDZ672取70A。短路电流保护IDZ707490取5002、电缆选型计算实际流过电缆的工作电流IG电缆长时允许负荷电流IY250769310COS3K10P2XNGUP干线电缆所供多台负荷的总功率，KW；KX需用系数COS平均功率因数，UN2额定电压，V；查表的35MM2橡套铜芯电缆的长时允许负荷电流IY138A实际流过电缆的工作电流IG502A。所以使用35MM2电缆是合格的。3、短路电流ID2的计算ARG71025084567209U2N4、灵敏度系数K的计算合格1450712KDZ2I3、备用风机功率与主风相同电缆长度相同，同上。4、综掘机动力回路1、整定IDZ计算IDZ1183取120A。短路电流保护IDZ1207840取9002、电缆选型计算实际流过电缆的工作电流IG电缆长时允许负荷电流IYAUNG698701235COS3K10P2XP干线电缆所供多台负荷的总功率，KW；KX需用系数COS平均功率因数，UN2额定电压，V；查表MY370125电缆的长时允许负荷电流IY215A实际流过电缆的工作电流IG986A。所以使用70MM3电缆是合格的。3、短路电流ID2的计算ARG250708736012UN4、灵敏度系数K的计算合格5182905KDZ2I三、动力回路的线路电压损失计算（按起动条件校核）选择容量最大、距离最远的溜子计算迎头溜子25055KW电机所需最小起动电压U690509V2/1最小起动电压下的起动电流I376509/690278A起动时电缆的电压损失UR（376700033）/（42570）506V3L为迎头溜子到馈电开关的电缆长度起动时变压器的电压损失UB69045/10031V则迎头溜子起动时总电压损失U50631816V因为UBEU6908166084509V，满足电机起动条件。608/6901008875，满足相应控制开关吸合条件。所以，经校核选用MY375125型电缆，其截面满足迎头溜子起动条件要求。第三节照明、通讯一、照明入井人员一律采用防爆矿灯进行照明。二、通讯设施在30707风巷巷道内安设一部矿用安全本质型电话与各通讯点联系；由于巷内不设照明，因此无布置图示。矿调度电话817503,小号拨9，打程控电话前面加。掘进三工区8156小号30安检科8175042小号3通风工区817506小号3073补风巷129图42通讯设施布置示意图第五章安全技术组织措施第一节生产组织措施30707风巷掘进时采取全断面施工，采用综掘机掘进及钻眼爆破法全断面一次爆破掘进；为使围岩形成整体，充分调动围岩自承能力，每掘进1个循环，都必须进行锚杆支护；在30707风巷掘进生产期间，工区成立安全生产小组，小组成员必须严格执行本规程。一、安全生产小组组长工区区长副组长支部书记技术员安全副区长跟班副区长成员掘进班长机电班长验收员二、小组组员职责工区区长职责工区区长是工区安全生产第一责任人，对工区的安全生产负全面管理责任。负责组织落实规程措施的各项规定，严格现场管理。全面系统的掌握工区的安全生产动态，带领全区职工搞好安全生产工作。支部书记职责