东翼轨道巷巷道掘进作业规程

贵得金公司检槽田煤矿东翼轨道巷掘进工作面作业规程编号掘20154号编制单位技术科编制人总工程师矿长编制日期2015年9月检槽田煤矿作业规程（措施）会审表会审内容贵得金公司检槽田煤矿东翼轨道巷掘进工作面作业规程会审日期2015年9月12日会审地点矿调度会议室主持人蔡金福参加会审人员施工单位调度室通防科通防副总安全矿长生产矿长机电矿长总工程师矿长会审意见1、该作业规程编制符合东翼轨道巷掘进工作面实际情况，同意严格贯彻执行。2、开工前应首先按照设计形成独立的通风系统，及时编制有关安全措施并认真贯彻执行。3、由于巷道上部距离11601采面较近，应认真实施探放水工程，严防透水事故发生。4、必须加强顶板管理，严防顶板事故发生。5、在生产过程中，根据实际情况及时修改和补充相关内容。检槽田煤矿规程（措施）学习记录表贯彻人贯彻时间学习人员签名姓名手印姓名手印检槽田煤矿作业规程学习和考试记录序号姓名分类备注目录第一章工程概述8第一节概述8第二节编写依据8第二章地面位置及地质情况9第一节地面相对位置及邻近采区开采情况9第二节煤（岩）层赋存特征9第三节地质构造11第四节水文地质12第三章巷道布置及支护说明15第一节巷道布置15第二节巷道支护设计16第三节支护工艺18第四章施工工艺20第一节施工方法20第二节打眼方式21第三节爆破作业22第四节装载与运输26第五节管线敷设27第五章生产系统28第一节局部通风系统28第二节压风系统31第三节瓦斯抽采系统32第四节综合防尘32第五节防灭火35第六节安全监控与通讯系统37第七节供电系统40第八节排水系统42第九节视频监控系统43第十节人员定位系统44第六章劳动组织及主要技术经济指标45第一节劳动组织45第二节作业循环45第三节主要技术经济指标46第七章工程质量标准及要求47第八章安全技术措施48第一节一通三防49第二节顶板管理55第三节爆破管理60第四节防治水措施64第五节机电管理65第九章管理制度75第十章避灾路线79第一章工程概述第一节概述一、巷道布置东翼轨道巷布置在距16煤层底板38M的底板岩层中，巷道自主平硐底处开口，以运输下山巷道开口点以里5M为中心，按照方位57、30流水坡度施工平巷180M达到设计位置，作为现在东翼采区的轨道运输巷，使采区生产系统得到优化。附图1巷道布置平面图。二、巷道用途服务于16煤层的通风、轨道运输、行人。三、总工程量巷道设计长度180M，其中按照方位57、30流水坡度施工180M。四、工期要求该巷预计2015年9月15日开工，2015年12月31日竣工。五、服务年限约65年。六、工程结构特点巷道开口标高1350M，巷道终点标高13506M。七、附近开采情况东翼轨道巷东部为矿区三区边界，西部为一采区上山煤柱，南部为11601采面采空区，北部为及东翼运输巷保护煤柱，上部为16煤层采空区和11603回风巷巷道。第二节编写依据一、织金县猫场镇检槽田煤矿生产地质报告；二、织金县猫场镇检槽田煤矿开采方案设计（变更）；三、织金县猫场镇检槽田煤矿安全设施设计（变更）；四、煤矿安全规程及其他有关技术规范。第二章地面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一、地面相对位置、建筑物及其它东翼回风巷相对应地表为夏家庄东部村庄、山坡、空地，标之间；开口位置地表对应于夏家庄，标高13455M，整条巷道距地表3060米不等，巷道掘进区域内无地表水体及岩溶裂隙，地面为低山地形，无建筑物和水体。掘进期间爆破震动可能对夏家庄西南边几户有影响；该巷位于16煤层，上部14煤层局部采空，与下部21煤相距32米左右，掘进对相邻煤层无影响。二、井下临近采掘情况及对掘进巷道的影响东翼轨道巷东部为矿区三区边界，西部为一采区上山煤柱，南部为11601采面采空区及老窑，北部为及东翼运输巷保护煤柱，上部为16煤层采空区和11603回风巷巷道。巷道大部分上方存在采空区，因此在施工过程中应加强探放水、瓦斯治理、顶板管理工作。第二节煤（岩）层赋存特征一、地质柱状地质柱状详见附图2地质柱状图。二、煤层顶底板岩性特征1、顶板伪顶黑色炭质页岩，强度低；直接顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，厚度36M，为不稳定顶板。间接顶板为灰岩，坚硬，裂隙发育稳定。2、底板直接底板为灰色页岩、粉砂岩、泥质粉砂岩，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定底板。三、煤层情况1、16煤层位于龙潭组第二段（P3L2）中下部，上距14煤层2535米，下距21煤层3035M。最小厚度111M，煤层最大厚度248M，平均厚度约166M。夹矸02层，夹矸厚度010038M之间。夹矸多为黑色砂质泥岩或炭质泥岩，属中厚煤层，层位稳定，全区可采。2、地层走向4658，倾角812，平均倾角为10。东翼轨道巷16煤层特征表工作面（巷道）地面标高135013506M煤（岩）层倾角812煤厚平均18米煤坚固系数13直接顶岩性粉砂质泥页岩厚度F老顶粉砂质页岩厚度F最大涌水量2M3/H正常涌水量05M3/H绝对瓦斯涌出量16M3/MIN相对瓦斯涌出量265M3/T煤与瓦斯突出推测瓦斯含量265M3/吨，按有突出危险性对待煤尘爆炸指数煤尘无爆炸危险性煤的自燃倾向类不易自燃地温情况本矿区范围地温正常，无异常地温区主要地质构造根据临近巷道东翼运输巷掘进情况分析，此巷掘进施工基本不受地质构造的影响（东翼运输巷揭露有3条落差在0612米的斜交断层，但基本不影响巷道施工）煤层层间距上部16煤层局部采空，1621约2832米老巷老空、钻孔封闭情况东翼回风巷布置在16煤层中，上部14煤大部分采空，16煤层有不同程度的采空现象，东翼回风巷范围内无封闭不良钻孔。施工中应特别注意的问题煤层鉴定在1350M标高以上无煤与瓦斯突出危险性，该巷施工最低标高为1300M，在施工中若遇到断层需要揭煤时制定专项揭煤措施。施工中要做好探放水和顶板管理工作。第三节地质构造一、褶皱整个矿区为一直立倾伏背斜褶曲，两翼倾角相等，倾伏端指向N20W，褶曲的枢纽约10。二、断层从矿区的西部到东部，区内地层走向由NE逐渐变为SE向，倾向由315逐渐变为45，倾角为812，一般为10。煤层产状与地层产状一致，地层沿倾向有一定的波状起伏，对东翼回风巷掘进无影响。矿区内构造复杂程度属中等类型。地质构造类型确定为类。矿区主要断层特征表断层产状断层编号位置断层性质走向倾向（度）倾角（度）断距（米）备注F1矿区西部，走向长2170M。逆断层NESWNW6050MF2矿区西部，走向长约920M。逆断层SNE6050MF3矿区西部，走向长3300M。逆断层NWSENE不明不清楚三、节理及裂隙矿区内地层露头观察表明节理裂隙主要发育于次级褶皱轴部及翼部，走向与褶皱轴基本相近，充填物多为石灰岩，少量无充填物，轴向延伸不长，其规模较小。产出形态有两种，一是紧闭型，二是宽缓型，在勘探区内具有不均一分布特征。上述节理裂隙出露部位会导致煤层频繁起伏，给采煤活动带来较大影响。第四节水文地质一、矿区充水因素1、充水水源（1地表冲沟、溪沟水区内四层可采煤层位于北北东向展布的缓坡及冲沟口，季节性的冲沟水沿途接受泉水及煤窑水、山坡紊流的补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量较大，这些冲沟多位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧化带直接接触，冲沟水可能沿风化裂隙、老窑及原矿井浅部采空区渗入或突入矿井，为矿井开采的直接充水水源。另外，矿区南部及西部均有常年性溪沟水，开采过程中，受地下采煤工程活动的影响，其溪沟水可能通过裂隙等进入矿井，从而对矿床形成充水。（2）第四系孔隙水（3）矿区内覆盖的第四系，含水性弱，加之厚度不大，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。（4）龙潭组弱裂隙含水层该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造裂隙带及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。（5）采空区积水上部16煤层已开采形成采空区，其采空区常年排出有积水，雨季变化较大，不会存在大面积积水。故要提前探放水，避免老窑、采空区突水的危害。2、充水通道（1）岩石天然节理裂隙矿区内的直接充水的龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部发育成岩或构造节理、裂隙，它们是地下水活动的通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。（2）人为采矿冒落裂隙采煤活动产生大量的采矿裂隙，四层可采煤层的顶板和底板均为软弱岩组，矿井及采空区易坍塌，地压对围岩破坏严重，易诱发突水通道。（3）断层破碎带矿区断层破坏了地层的完整性、连续性，降低了岩石的力学强度，塑性岩石中断层破碎带含水性和导水性不强，刚性岩石中断层破碎带有一定含水性和导水性，可能连通含煤地层上部的中强含水层或地表水，加之未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水更可能沿断裂带进入矿井。在历年的开采过程中，多出发现断层，应在今后生产工中引起重视。（4）老窑采空区矿区内老窑多分布于14、16煤层中，为当地居民开采自用煤形成，多为平硐及斜坑，采坑长20M至40M不等，由于时间较长，现又进行了封闭，均汇聚了一定的老窑积水，是矿床充水水源之一，对矿坑的安全构成一定的威胁。据本次老窑水调查，老窑水水质类型为SO42CA2，具有较强的腐蚀性。矿井现处于生产阶段，采空区及生产系统影响区面积约003KM，现正常日排水量527M，充水水源主要为龙潭组裂隙水。（5）岩溶管道矿区内各组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道，当它们被断层沟通与下伏煤层联系时，也会成为矿井充水通道。3、充水方式由于矿区内直接充水含水层多为粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩，此类岩石接受大气降水补给不强，为中等弱含水层，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为老窑、采空区巷道、岩溶管道导水，因此目前矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主；矿井进一步向深部开采后，有从上部采空区积水及下部承压水突水的可能。4、地表水、地下水动态变化本区地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应，雨季流量增大，矿化度减少，枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟，各含水层无直接的水力联系，且地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。2、水文地质类型矿区直接充水水源主要为龙潭组裂隙水和老窑采空区积水、地表溪沟水，局部区域承压水也可能突入，故本矿区属于以裂隙岩溶充水为主，水文地质条件复杂程度为中等复杂。综上所述，本区水文地质类型属裂隙岩溶充水矿床，水文地质条件属中等复杂类型。三、涌水量预计涌水量为正常涌水量为5M3/H，最大涌水量为10M3/H。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置东翼轨道巷布置在距16煤层底板38M的底板岩层中；巷道自主平硐底处开口，以运输下山巷道开口点以里5M为中点，按照方位57施工平巷180M，然后调整方位为297施工平巷40M进入16煤层。第二节巷道支护设计1、永久支护东翼轨道巷支护采用304262（梁腿）梯形工字钢支护，巷道上净宽28M，巷道净高235M，掘进断面912，净断面80。顶部背板6道，每间隔600MM用（80120）800MM半圆木背顶1道；两帮各背板4道，每间隔660MM用（80120）800MM半圆木背帮一道，棚距06M。过断层等地质构造、顶板破碎、帮顶压力大易造成支护变形时，棚距可缩小至0305M帮顶围岩破碎时，铺设金属网护帮、护顶，金属网采用钢丝直径32MM、网格宽度5050MM、网片长度16M、宽度08M的编制金属网；网与网搭接不小于100MM，用12铁丝绑扎连接，扎点间距小于等于200MM。附图3巷道支护断面图。2、临时支护施工中必须坚持正确使用临时支护，临时支护采用两根11工字钢梁做为前探梁。前探梁每根长度36M，每根前探梁配三道吊环，均匀分布，前探梁分别挂在棚梁中心两侧各08M处。附图4巷道支护平面图。28034个个1个0585842624603503个个个木楔方木前探梁背板或圆木工字钢棚腿前探支护材料为36米长的1号工字钢2根，条0型刮板链和适当的厚CM、长米的方木两根前探梁间距为5米。链条工作面迎头工作面迎头120第三节支护工艺一、临时支护工艺1、上前探梁时先将3个前探梁吊环按间距12M（2架棚）均匀挂置在棚梁上，人工抬起前探梁将前探梁用吊环吊挂，连接好卡环，上好螺丝。上梁时每头不少于三人，2人抬梁，1人上吊环。2、前探梁与棚梁间用背板或木楔备背紧背牢。背板为长度800MM，宽度6070MM，度厚4050MM的木板；木楔尺寸为28010080MM长宽厚三角楔。3、爆破后前探梁向前移动时，去掉前探梁与棚梁间的背板或木楔，先将后侧的前探梁吊环移挂在最前一架永久支护上，两端各2人拖住前探梁向前推移06M，逐根移动到位后，放上棚梁，将前探梁推移到循环进尺位置，背好顶板，在前探临时支护下挖柱窝、载腿子。二、永久支护工艺爆破后安全检查、敲帮问顶后，延好中心，使用好临时支护，在临时支护上临时固定棚梁，背好顶板，在临时支护掩护下出货至设计高度，挖出柱窝、载好腿子，背好两帮，打齐撑木，形成永久支护。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工顺序东翼轨道巷自主平硐底处开口，以运输下山巷道开口点以里5M为中心，按照方位57施工平巷180M，然后调整方位为297施工40米平巷进入16煤层。二、施工方法1、采用普通钻爆法施工，打眼采用YT28型气腿式凿岩机打眼，毫秒延期电雷管正向装药，串联联线全断面一次起爆。2、工作面跟SGB320/17B刮板运输机，人工攉装渣入刮板运输机外运出渣。后期人工装岩，人力推车，075T型矿车。3、按给定的中腰线架设304262（梁腿）梯形工字钢支护顶板。三、施工工序交接班安检开工准备打眼装药、联线爆破、通风前探支护上梁出渣挖柱窝载腿子出碴安检第二循环开始。附图5施工工艺流程图四、工作制度交接班工作准备清理炮眼打眼装药检查瓦斯加固支护掩护设备设岗撤人跑后炊烟、检查瓦斯联线放炮检查瓦斯洒水降尘、敲帮问顶前探支护出矸质量验收铺溜锚杆支护、工字钢支护交班检查瓦斯临时支护敲帮问顶采用“三八”制作业方式，每班工作时间8小时。第二节打眼方式一、打眼方式采用炮掘施工方式，人工用YT28型气腿式凿岩机，配15M六棱钻杆、41MM岩石钻头打眼。风源来自地面压风机经压风管路与钻机连接。二、施工设备列表打眼设备情况表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1气腿式钻机YT28型2风2钻杆15M4风3手镐5人力4尖锹6人力第三节爆破作业一、爆破器材1、炸药使用三级煤矿安全许用乳化炸药，药卷直径35MM，长度200MM，重量200G/卷。2、雷管使用15段煤矿许用毫秒延期电雷管，2M长脚线引爆。最后一段延期时间不得超过130MS。3、发爆器使用MFB100/200型隔爆电容式发爆器起爆。二、装药结构采用正向连续柱状装药结构装药，炮眼有水时使用防水套，引药外放置2个水炮泥后黄土炮泥封孔。要求炸药和雷管的聚能穴均指向眼底；封泥长度不小于05米；雷管脚线必须纽结。图6装药结构示意图炸药雷管炮泥水炮泥炮泥雷管脚线炮眼三、起爆方式起爆使用MFB一100型发爆器全断面一次起爆。采用直眼掏槽方式掏槽，正向装药，起爆顺序依次为掏槽眼辅助眼底眼周边眼。4、联线放炮放炮母线使用绝缘双线，联线采用串联联线。放炮前必须在通往放炮地点的所有通道的警戒处设好警戒，放炮警戒距离规定为在工作面防突风门之外有视频监控地点放炮。必须严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮”制。附图7爆破警戒示意图。五、炮眼布置图及爆破说明书炮眼确定和爆破说明书按巷道架棚支护时的掘进断面912计算。1、炮眼数目和装药量的确定根据下列公式可以一次起爆所需的总炸药量QQSLN1259121209513（KG）式中Q单位炸药消耗量，Q125KG/M3；S巷道断面积，M2，S912M2；L炮眼深度，M，L12；N炮眼利用率，取95。根据下例公式可算出每茬炮所需的炮眼个数NQSMN/XP12591202095/（03502）30（个）式中N炮眼个数，个；M每个药卷的长度，取M02M；X眼的装药系数，取035；P每个药卷的重量，取02KG。根据上述公式计算，确定每循环爆破所需的炸药量为13KG，炮眼个数为30个。2、爆破说明书（1）炮眼布置图图8炮眼布置图M6个S912M802个15241375689241309678920051532876549289134560719520311410个个（）/KG个个/1458923个个7058932644RM个12315826451个个个（2）爆破基本条件表。（3）爆破说明表（4）爆破指标第四节装载与运输一、煤（岩）运输矿井瓦斯等级高瓦斯矿井掘进断面912M2煤（岩）普氏系数F13钻眼机具YT28型气腿式凿岩机炸药种类3煤矿安全乳化炸药雷管类型毫秒延期电雷管炮眼角度装药量炮眼名称炮眼编号炮眼深度M炮眼个数水平）垂直）KG/眼合计（KG雷管段别封泥长度连线方式掏槽眼14144758575850624辅助眼512128889090054周边眼13231211859080900444底眼2429126859080900424不得少于05M串联连线正向起爆合计29132顺序指标名称单位数量序号指标名称单位数量1炮眼利用率955一循环炮眼长度M3562工作循环进度M126掘进一米炮眼长度M2973一循环实体煤岩量M310947掘进一米炸药消耗量KG120124掘进一米煤岩量M39128掘进一米雷管消耗量发263工作面安装一部SGB320/17B型刮板运输机，机尾跟迎头，机头撘主平硐SSJ800型胶带运输机外运出煤岩。刮板运输机安装长度660M，随掘进工作面进度在机尾段加装溜槽延接，延接长度达到60M以内时，缩短刮板运输机延长胶带运输机。二、出渣系统1、初期开口人工攉装渣至主平硐胶带运输机，开口6M后再安装刮板运输机，机头主平硐SSJ800型胶带运输机，机尾跟工作面迎头。爆破落煤岩由人工用铁锹装至跟工作面的刮板运输机上，由刮板运输机转载外运出煤岩。2、前期工作面煤岩东翼轨道巷刮板运输机主平硐胶带运输机地面转载胶带运输机地面。巷道施工80米后，改为轨道运输，人力推车，075T型矿车，副平硐铺设21KG钢轨。3、运料系统工作面所需材料、设备自地面装车副平硐井底车场主平硐里段东翼轨道巷东翼轨道巷工作面。装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离备注1刮板运输机SGB320/171掘进工作面压柱60M2胶带运SSJ8001主平硐运地锚输机输上山3、运输系统详见附图9工作面设备和运输系统示意图。第五节管线敷设一、风筒吊挂采用12扎丝绑扎在工字钢梁左侧后再吊挂风筒吊环。风筒吊挂距巷道底板不小于17M，要求接头合格、吊挂平直、逢环必挂，无漏风、无死弯，拐弯处加设弯头。二、供水管、供风管、排水管敷设在巷道左侧靠帮吊挂，自上向下依次为供水管、供风管、排水管，最下一根管子距巷道底板12M，两管之间间距100MM。用8铁丝在棚腿与管路间每根绑扎吊挂不少于一道。三、抽放管在巷道左侧靠帮敷设，距底板不少于03M。四、电缆、通信线、监控线敷设在巷道右侧靠帮吊挂，距巷道底板不小于18M用电缆沟吊挂，电缆沟每间隔18M安设一道，电缆吊挂上细下粗，电缆松紧一致，多余的电缆必须靠帮吊挂整齐。第五章生产系统第一节局部通风系统一、通风系统新鲜风流地面主平硐运输上山运输上山内的局部通风机东翼轨道巷工作面。乏风风流东翼轨道巷工作面东翼轨道巷溜煤斜巷上山煤柱采面进风巷上山煤柱采面上山煤柱采面回风巷回风斜井地面。附图10通风系统示意图。二、局部通风设计（一）掘进工作面需风量计算掘进工作面实际需要风量，按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按照瓦斯或二氧化碳涌出量计算Q掘100CH4K1001917323M3/MIN式中Q掘为掘进工作面实际所需风量，M3/MIN；CH4为掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；据贵州省能源局文件关于毕节地区工业和能源委员会文件的批复（黔能源发2010699号），检槽田煤矿绝对瓦斯涌出量19M3/MIN，K为备用风量系数，K1520，取K17；100单位瓦斯涌出配风量。2、按一次爆破最大炸药消耗量计算Q掘25A25132330（M3/MIN）式中25为每公斤炸药爆破后的用风量；N为一次爆破炸药最大用量，KG。3、按掘进工作面同时作业最多人数计算Q掘4N42080（M3/MIN）式中N掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。通过以上计算，掘进工作面所需风量拟取Q330M3/MIN。（二）掘进工作面风量验算1、按最低风速验算Q小60V小S600259121368M3/MIN330M3/MIN式中，Q小掘进工作面最小配风量；V小煤矿安全规程规定的巷道最低风速，取025M/S；S掘进工作面掘进最大断面积，掘进断面912M2。2、按最高风速验算Q大60V大S60491221888M3/MIN330M3/MIN式中，Q大掘进工作面最大配风量；V大煤矿安全规程规定的巷道最高风速，取4M/S。通过以上计算及验算，风量取330M3/MIN符合要求。（三）风机选型根据以上计算，该工作面配风量不得小于330M3MIN。在考虑经济、合理，确保安全的同时，结合现有实际情况，选用二台FBD60型215KW对旋轴流式局部通风机，其供风量为240420M3/MIN，一台工作，一台备用，能满足生产需要。（四）局部通风方式采用压入式局扇通风方式，工作面安设两台FBD60型215KW对旋轴流式局部通风机，双风机双电源，一台工作，一台备用；实现自动倒台灵活可靠，风电闭锁、瓦斯电闭锁灵敏可靠。（五）局扇安装位置掘进工作面通风系统是在主平硐内溜煤斜巷下口以外不小于10米、运输上山口以里位置构筑一组过矿车风门（符合风门和防突标准的要求），在运输上山溜煤斜巷口以外构筑一道厚度08米能过风筒的调节风墙（安设防逆风装置）。在运输上山下端安设一组局部通风机，风筒经运输上山调节风墙、溜煤斜巷进入掘进工作面压入式供风，工作面的回风流经过溜煤斜巷、运输上山、进入停产的上山煤柱工作面，最后回到风井。风机吊挂在巷道下帮，开关等设备摆放在巷道上帮。风机要求必须固定牢固，距地面300MM。风机使用软质分风器，必须吊挂平直，吊挂牢固、连接可靠。（六）风筒及供风距离风筒使用直径600MM，长10米/节的阻燃抗静电胶质柔性风筒。风筒接头采用双反压边。风筒吊挂在巷道右帮，距顶不小于200MM。最大供风距离约500M。第二节压风系统一、压风系统地面工业广场安装有ERC120SALP型变频风冷螺杆式空气压缩机3台，2台工作，1台备用。空压机额定排气量155M3/MIN，额定排气压力08MPA向井下各用风地点供风。主管路沿副平硐至井底车场为1334无缝钢管，支管路为5735的无缝钢管。东翼轨道巷掘进施工所用压风，自运输上山的压风管路延接至掘进工作面，加三通，安装6分供风阀门，接出25MM胶管，向工作面用用风设备供压风。供风管路每间隔50米设三通阀门一个。供压风管道线路为地面压风机房主平硐东翼轨道巷掘进工作面。附图11压风系统示意图。二、压风自救系统安装要求1、巷道内距工作面2540M处设置一组压风自救袋，压风自救袋数量为15个，可供15人使用；巷道向外每隔50M设置一组压风自救袋，压风自救袋数量为5个，可供5人使用。每个压风自救袋压缩空气供给量不得少于01015M3/MIN。每组压风自救袋通过三通与压风管路相连。2、压风自救装置应安设在巷道较宽敞、支护完好、前后5M内无杂物堆积的人行道侧，人行道宽度应保持在08M以上。3、压风自救装置损坏时，要及时更换。4、所有压风设施必须有专人负责管理，每天检查是否漏风、堵塞及每组自救装置的完好情况，发现问题要及时处理。5、压风自救装置必须设置管理牌板，内容包括时间、地点、数量、供气量、管理负责人。6、所有的压风自救装置必须保持24小时内有风，发现无风要及时查找原因，并进行处理，现场处理不了的，要及时向调度室汇报。7、所有人员必须爱护压风自救设施，发现有故意破坏者将严重处罚。8、所有自救装置阀门开关必须灵活，否则要及时更换。第三节瓦斯抽采系统检槽田煤矿地面抽放泵站安装有2BEC400型水环真空泵高负压抽放泵二台（一台工作一台备用），最大抽放量80M/MIN，吸入绝压16000PA，电机型号YB2280M4，功率为90KW。通过D1274型无缝钢管经回风井接入井下，经煤柱工作面回风巷延接至东翼轨道巷内。施工时做为掘进工作面瓦斯抽放系统。根据检槽田煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，16煤层在1350M标高以上无煤与瓦斯突出危险性，其它煤层未进行鉴定。东翼轨道巷巷布置在距距离16煤层底板38M的底板岩层中，与16煤层间距较小，虽然局部地段上部煤层已采空，在施工中受管理因素、地质构造因素等影响，易揭穿未开采的16煤层；巷道开口标高1350M，巷道终点标高13506M，高于鉴定标高1350M，但该巷施工时仍必须严格执行综合防突措施。该巷的防突设计及防突措施另行编制，揭煤时制定专项揭煤措施。第四节综合防尘一、供水管路井下生产和消防水源来自工业广场北侧设置250M3的工业用水水池和150M3的备用水池，水池池底标高1355M，由井下消防洒水水池敷设一条DN100无缝钢管沿主平硐至井下主要巷道，运输上山安设有DN5035MM供水钢管；东翼轨道巷的生产和消防自运输上山入口处DN5035MM供水管路延接至该巷。加三通，安装6分供水阀门，接出10MM胶管，向各用水地点供水。供水管路每间隔50米设三通阀门一个。附图12消防降尘供水系统示意图。二、防尘设施1、巷道内安设三道净化水幕，要求能够雾化全断面。第一道距掌子头不超过20M，第二道距掌子头不超过50M。第三道安设在回风道口1015M范围内。每当爆破时，工作面全部喷雾及时开启。2、各刮板运输机、胶带运输机机头转载点安设喷雾洒水装置，开机运转时，必须打开。三、隔爆设施（一）隔爆水棚计算1、总水量GGS200801600L式中G总水量，L；G每平方米巷道所需水量，L/M；辅助水棚为200L/M；S巷道断面积，M，巷道净断面按80M；2、单架水棚水量设计每架水棚内架设计两只GBSD60型塑料隔爆水袋。单架水棚水量GN602120L；3、水棚架数NG/（GN1000）1600/（0121000）14架式中N水棚架数（取整数），架；4、水棚区长度L（N1）C04（141）1804238M式中L水棚区长度，M；C水棚间距；M。水棚间距应为1230M，取18M；（二）隔爆水袋在巷道内的布置形式采用吊挂式，水袋吊挂在挂钩上，每间隔2架棚子吊挂一架隔爆水棚。（三）隔爆水棚架设的要求1、隔爆水棚间距为18M，水棚区长度为238M。2、隔爆水棚与掘进工作面的距离为60200M，巷道开口施工60M后，及时安设隔爆水棚。3、隔爆水袋在巷道中的安装方式采用挂钩，呈横向布置。吊挂水袋，挂勾位置要对正，相向布置。排勾用48MM的圆钢，挂勾角度为605度，弯勾25MM。4、水袋内水中混入5的粉尘后，应立即换水，水槽内水量应保证60L。5、隔爆水袋距离轨道面的高度不小于18M，并应保持同一高度。6、隔爆水袋安设位置管理牌板，写明巷道的断面、单个水袋容积、水袋数量、总水量、水棚架数、水棚区长度等。四、供水施救系统巷道内距工作面2540M处与压风自救系统并行安设10MM供水软管，每根供水软管有便于操作的控制阀门，数量为15个，可供15人使用；巷道向外每隔50M与压风自救装置并行设置一组供水施救装置，数量为5个，可供5人使用。每组供水施救装置通过三通阀门与供水管路相连。五、其它规定1、打眼坚持湿式打眼，每次放炮前、后对掌子头20M范围内洒水冲尘。2、巷道内设兼职防尘员，负责洒水灭尘，洒水周期每天洒水冲尘一遍，并负责洒供水管路，防尘设施检查、维修，保证完好。3、施工人员必须配戴防尘口罩，加强个体防护。4、严格按照爆破图表装药爆破。坚持使用水泡泥。杜绝爆破过程中产生明火引起煤尘自燃。第五节防灭火一、防灭火管路东翼轨道巷掘进施工防灭火水源来自主平硐运输上山入口处的DN5035MM供水管路延接至该巷。加三通，安装6分供水阀门，接出10MM胶管，向各用水地点供给。详见附图12消防降尘供水系统图。二、防止内因火灾1、施工时严格顶板管理，防止冒顶造成隐蔽空顶和瓦斯积聚超限。2、对于托顶煤施工段及巷道过断层揭煤段，严禁空顶、空帮，及时使用超前支护防止煤层冒落。3、定期检查巷道高冒点内的瓦斯含量，记录巷道温度变化情况，按时检查有毒有害气体含量，并进行取样化验，各种有毒有害气体浓度。4、严格风筒管理，风筒必须采用抗静电、阻燃风筒，保证风筒接口严密，吊挂平直，无漏风、无死弯，不落地，并及时延接风筒，风筒出风口距工作面距离不得超过5米。5、巷道内距回风道口退后1015M处安装CO传感器（距顶板不大于300MM，距帮不小于200MM），实行24小时监测，一氧化碳传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300MM，距巷壁不得小于200MM，并应安装在维护方便、不影响行人和行车的地点，报警浓度为00024，当CO浓度00024时，必须沿避灾路线撤离。6、巷道内设置兼职防尘员，每次放炮前后对迎头20M内洒水冲尘，每天对全巷道内洒水冲尘，杜绝煤尘超限。7、若出现高度小于05M冒顶，用旧坑木、大板、穿楔、板皮等刹顶物料按“井”字形木垛刹背牢固顶板后，设置简易挡风板，疏散、降温、通风。若冒顶高度超过05M时，必须将冒顶区充填严实，用黄泥封堵，防止热量积聚造成自燃发火。8、如巷道中出现雾气，巷道或支架上出现水珠（挂汗）；在巷道中闻到煤油味、汽油味松节油味或焦油味；流出的水和空气温度升高，空气中氧气浓度降低，二氧化碳浓度增大，并出现CO且CO浓度呈上升趋势。9、任何人发现井下火灾或看到大量的浓烟，并可闻到强烈的焦糊味、胶皮味时，要保持冷静，首先采取一且尽可能的办法直接灭火，把火灾消灭在萌芽状态，防止事故的扩大，并迅速报告调度室。情况危急时，在场的管理干部、班组长及时指挥受火灾威胁地点的人员沿发生火灾时的避灾路线撤离。三、防止外因火灾安全措施1、井下使用过的棉纱、油布等不准乱扔，必须回收到井上处理，严禁将废油、剩油洒在巷道内，必须回收升井，存放油料处必须加安设一个不容量不小02M3沙箱及两台灭火器。2、施工现场加强对明火的管理，严禁施工人员携带火源下井。3、机电工班班检查机电设备，杜绝失爆。避免因机电设备短路和产生电火花，以防引燃井下易燃物。4、加强机电设备的管理，皮带采用阻燃皮带，杜绝皮带设备煤尘超限，防止胶带与浮煤、积尘摩擦、胶带打滑、皮带与机架摩擦等引起火灾。5、刮板运输机、胶带运输机机头配置沙箱、灭火器等消防器材，每台设备机头处必须安设一个不容量不小02M3沙箱及两台灭火器。6、机电设备着火时，应先切断电源，然后进行灭火，在未切断电源前，只准使用干粉灭火器、沙子等不导电的灭火器材灭火，严禁用水浇灭火。第六节安全监控与通讯系统一、安全监控（一）安全监控系统地面调度室安装有一套KJ90NA型安全监控系统，在掘进工作面配电点设置监控分站，能够满足矿井安全监测要求。附图13安全监控与通讯系统示意图。（二）安设位置1、监测分站应设置在便于观察，调试，检验及支护良好，无滴水，无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应采取垫支架或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300MM，必须实行专用电源供电，监测分站电源箱前应设置专用开关，以便进行备用电池放电试验，检修和更换设备。2、甲烷传感器2台，分别为工作面甲烷传感器T1，安装在距工作面迎头不大于5M的范围内；回风流甲烷传感器T2，安装在距回风口1015M的东翼轨道巷内。3、一氧化碳传感器一台，安装在距回风口1015M的东翼轨道巷内。4、温度传感器一台，安装在距回风口1015M的东翼轨道巷内。5、传感器安设在距巷道顶板不大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM的回风侧，且安装维护方便，不影响行人。6、局部通风机开停传感器2台，安装在局部通风机位置。（三）报警断电值及使用要求1、掘进工作面安设的两台甲烷传感器，报警浓度设定为08，断电浓度设定为10，复电浓度08，断电范围为掘进巷道及其回风流内所有非本质安全型电气设备。2、一氧化碳传感器报警浓度设定为00024。3、甲烷传感器至少每7天要调校一次，系统至少每月要校正（维护检修）一次。4、每次放炮前，将工作面的甲烷传感器T1向外移至距迎头3050M的巷道回风侧，放炮后应及时复位。（四）便携式瓦斯报警仪的配备和使用1、矿长、工程技术人员、特种作业人员、安全管理人员、探水抽放钻钻工、班组长下井，必须携带便携式瓦斯报警仪，对其分管范围内的瓦斯浓度进行不间断的监控，发现瓦斯异常，及时处理。2、掘进工作面班组长携带的便携式瓦斯报警仪，要处于开启状态，悬挂在掘进工作面2M范围内无风筒一侧，距顶板不大于03M，距巷帮不小于02M。当便携式甲烷检测报警仪显示瓦斯浓度达到或超过07时，要立即停止工作并进行处理。3、爆破工担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷检测报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”（装药前、爆破前、爆破后检查爆破地点附近20M范围内的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到或超过05时，严禁装药、爆破）工作，并做好记录。4、流动电钳工在井下维修作业时，应当携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20M范围内检查瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到05时，不得通电或检修。5、瓦检员必须使用光学瓦斯检定仪对工作面瓦斯进行巡回检查，每班不少于3次，随时对工作面瓦斯浓度进行监控。二、通讯系统作生产调度设置有型号为DDK1的矿用程控调度交换机1台，在距工作面小于50M处及防突风门外放炮点处各安设一部HAK1型本安自动按键话机，用矿用通讯电缆与调度室调度交换联通，实现工作面与地面及矿井内部电话互通。第八节排水系统巷道呈30流水坡度,上帮设有水沟，巷内涌水自流进入水沟，流经主平硐水沟到地面。第九节视频监控系统检槽田煤矿安装有视频监控系统，显示终端在矿调度室。地面监控员可以直接对井下情况进行实时监控，不仅能直观的监视和记录井下工作现场的安全生产情况，而且能及时发现事故苗子，防患于未然，也能为事后分析事故提供有关的第一手图像资料。实现上级有关监管部门可以通过网络远程查看现场状况。1、安装位置1、在东翼轨道巷掘进工作面安装一套视频探头，对工作面掘进施工、探放水打钻、防突打钻及检验环节进行全过程监控。2、在主平硐东翼运输巷交岔点以外的放炮地点安装一套视频探头，对躲炮过程进行全过程监控。二、使用要求1、躲炮地点、掘进工作面及探放水打钻地点、防突打钻及检验地点要安装照明。2、必须对施钻及检验环节实行视频监控，监控记录存档3个月以上备查。3、躲炮地点必须安装视频监控系统，对躲炮过程进行全程监控，监控记录至少保留L个月备查。4、调度监控员在值班调度期间监控以下情况，发现问题及时与现场施工负责人联系，及时安排处理（1）风筒是否及时延接；（2）瓦斯传感器吊挂位置是否正确；（3）防突打钻、探放水操作是否符合规定，钻孔布置、钻探深度是否符合要求；防突检验是否符合要求；（5）是否坚持“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度；（6）是否落实“四位一体”防突措施；（7）是否有违章作业、违章指挥现象等。（8）远距离放炮、躲炮时间符合规定。（9）其它异常现象。第十节人员定位系统1、矿井建有KJ139型煤矿人员管理系统，能够实现井下人员考勤、跟踪定位、灾后急救、日常管理等一体的综合运用。2、井下设置KJ236D型读卡器，每个入井职工佩带KJ236K型员工电子识别卡，可对出入井人员进行统计，实现下井人员考勤定位。3、系统读卡器的安装必须覆盖井下所有生产区域，能准确显示井下人员所在的位置。4、所有入井人员必须配带人员定位识别卡入井。5、人员定位系统发射器实行一人一卡制，识别卡固定于矿灯线下部，严禁私自拆卸。第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织掘进工作面采用“三八”制作业，即三班生产，每班工作时间八小时，因巷道内设备较少，每天八点班接班后2小时为设备检修时间。劳动组织表各班出勤人数序号工种一班二班三班小计备注1班长11132打眼工22263放炮工11134瓦检工11135支护工22266安全工1113按每星期休班2天计算工作面职工配备数为307/635人；另设队长、副队长、技术员各一人，机电检修工2人，施工队人数为40人。7出碴工（兼）444128刮板机司机2226小计10101030第二节作业循环为保证正规循环作业的完成，应根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，提高工时利用率，按照每班一循环，循环进度12M，每天3个循环，日进度36M组织。循环作业图见表第三节主要技术经济指标主要经济技术指标表序号项目单位指标备注工序顺序工序名称工序时间循环作业时间早班中班夜班班前会交接班班前检查打眼装药放炮处理隐患临时支护出货架棚、铺道（处理溜子）89102345678190234561207345679正规循环作业图表注每班工作结束后必须由班长组织班后安全复查，确保工作面及所属巷道内一切不安全因素处理完毕后方可进行交接班。1巷道断面积M2S掘912S净802循环进度M123日循环数个34日进尺M365月循环数个816正规循环率907月进尺M978掘进工效M/工0129坑木消耗M3/M0073411炸药消耗KG/M110每循环132KG（02KG/节）12雷管消耗发/M2417每循环29发13工程质量等级优良第七章工程质量标准及要求一、304262（梁腿）梯形工字钢支护质量标准及要求1、净宽上净宽中心至一帮1400MM，误差30100MM；下净宽中心至一帮1988MM，误差30100MM；2、净高2350MM0100MM；3、水平巷道前倾后仰90误差05；4、倾斜巷道迎山角按巷道坡度的（1/61/8）控制，不得退山；5、背板数量顶部背板6道，在距梁头100MM处开始每间隔600MM用（80120）800MM半圆木背顶1道；两帮各背板4道，在梁下200MM处开始向下每间隔660MM用（80120）800MM半圆木背帮一道。6、立柱斜度250MM/M,误差30MM/M；7、柱窝深度不小于200MM；8、支架扭距100MM；9、支架间距600MM100MM。二、质量保证措施1、支架及其附件的材质和加工质量，必须符合设计要求和有关标准的规定。2、背板的材质、规格，必须符合设计要求和有关标准的规定。三、文明施工标准及要求（一）文明生产标准1、作业规程的编制符合有关规定2、作业场所必须实行综合防尘，保持巷道清洁，湿润，无积尘，防尘设施齐全，保证防尘设施处于完好状态并按规定使用，坚持湿式打眼。3、局部通风系统合理，风筒吊挂平直，逢环必挂，无脱节，不漏风，迎头风筒不落地，风筒末端距工作面距离符合作业规程规定。4、溜子铺设平、直、净，压机柱齐全，牢固可靠，压机柱上部用8铁丝双股与顶梁联接牢固。5、巷道无杂物，无淤泥，无积水，无浮矸，材料工具码放整齐。6、施工牌板内容齐全，悬挂位置醒目。7、掘进安全设施齐全有效。8、机电设备按维修制度定期检查维修，保护齐全，开关上架，设备及开关均需挂包机牌，定期检修并做好检修记录，无失爆。9、严禁空顶作业，支护到迎头的距离不得超过最大控顶距，并使用好临时支护。10、爆破管理符合规程规定。第八章安全技术措施第一节一通三防一、局部通风机管理安全技术措施1、局部通风机必须保证双风机双电源，一台工作，一台备用；保证自动倒台灵活可靠，风电闭锁、瓦斯电闭锁灵敏可靠，并安装风机运行监测装置。2、风机设专人看管，现场交接班，严禁脱岗和空岗，看风机人员必须熟悉风机的性能及操作方法，每班接班后，必须检查风机运行情况，如有问题立即处理或向调度室及队值班干部汇报处理，不处理完不得进行其他工作。3、每天八点班，由机电检修工、局扇司机、瓦斯检查员共同进行一次风机倒台试验，副风机每天试运行时间不得低于30分钟，并填写风机倒台试验。风机倒台试验记录本挂放在风机控制开关上方。局扇专人检修,并有检修记录。4、任何人任何情况下都不得擅自停开风机，需要停风时，必须制定停、送风安全措施。5、无论任何原因停风时，迎头所有人员必须撤离到防突风门和东翼运输巷口以外的新鲜风流中，并将巷道内的非本质安全型机电设备停电闭锁，在巷道口处设置栅栏和警标，禁止人员进入，并向调度室汇报。6、送风、送电时，必须由瓦斯检查员检查巷道瓦斯浓度，只有在巷道内瓦斯浓度低于08，局扇及开关附近10M范围内瓦斯浓度低于05时，方可由人工送风机电源启动风机，送风时严禁一风吹，风机运行正常后方可送巷道内设备动力电源，若停风造成瓦斯超限时，必须制定专门措施组织人员进行排放。7、若副风机突然启动时，看风机人员应立即查明风机倒台原因，尽快启动主风机，保证主风机正常运转，否则要立即向调度室及队值班干部汇报处理。8、风筒必须使用抗静电、阻燃风筒，吊挂平直，逢环必挂，风筒接头严密无漏风（手距接头处01M处感到不漏风），无破口（末端20M除外，风筒接头使用反压边，反压边宽度不得小于100MM。9、风筒拐弯处要设弯头，不准拐死弯。10、风筒由施工单位编号管理。风筒末端距离工作面不得超过5M。11、风筒破口须及时粘补，粘补破口时，粘补部分必须全面覆盖破口，且粘补部分距破口边沿不得小于30MM，粘补部分必须打成毛面，粘补部分涂抹胶水后待晾干，胶水具有粘性时方可粘补。风筒破口大于100MM时必须先用棉绳缝合，然后按上述办法粘补。12、风筒吊挂要根据巷道的起伏变化情况而定，防止高低不平，距离皮带等机械设备不小于300MM。吊挂沿巷道巷帮成一条直线，防止里出外进。13、局部通风机指定人员进行定期检修，并将检修记录本悬挂在风机开关处，挂牌管理，不得出现无计划停风，有计划停风的必须有专项通风安全措施。14、各施工班组保证风筒无挂破、无摩擦、无挤压，并及时延接风筒，风筒末端到掌子头的距离不得超过5M。每日安排专人对巷道风筒进行维护，发现破口，及时粘补，保证工作面风量充足，稀释有害气体。防治风机倒台风筒脱节、巷道，冒顶砸落风筒，引起瓦斯超限事故。安设的风机必须是双风机、双电源，并使用风电闭锁、瓦斯电闭锁实现三专两闭锁。二、瓦斯防治安全技术措施（一）瓦斯管理1、工作面必须具有独立通风系统，并保证回风系统畅通。2、巷道设专职瓦斯检查员盯班上岗，严格执行“三检查”、“二汇报”制度。瓦斯检查员应在现场交接班，严禁脱岗、空岗、漏检、假检，严禁岗上睡觉。3、工作面风流中的瓦斯浓度达到08时，必须停止打眼，切断电源进行处理，严禁装药放炮，瓦斯浓度达到10时，必须撤出人员进行处理。只有瓦斯浓度降到05以下后方可恢复生产。4、电机、开关安设地点附近20米以内的风流中瓦斯浓度达到1时；必须切断电源进行处理。5、班组长必须携带便携式瓦斯报警仪，并悬挂工作面，并使其处于工作状态，班长休班，由安全负责人担任此项工作。6、爆破期间，爆破前，由班组长向通风调度询问瓦斯情况，只有在瓦斯稳定且浓度小于05的情况下方可