xx煤矿1688水平a3底板巷作业规程

伊力特煤化工二矿0131E底板巷作业规程工作面名称0131E底板顺槽编制人杨晓华审核人刘万潮施工单位浙江天城公司双新煤业项目部编制时间2012年7月5日执行日期2012年7月10日作业规程审批表会审单位意见签名日期编制技术员项目经理安全生产技术部机电部通风部调度室救护队矿总工程师矿长公司安全科公司总工程师目录概述6第一节概述6第二节依据6第二章地面位置及水文地质情况7第一节相对位置7第二节煤岩赋存特性8第三节地质构造9第四节水文地质10巷道布置及支护说明11第一节巷道布置11第二节支护工艺12第四章施工工艺16第一节施工方法16第二节爆破作业19第三节装载运输24第四节管线布置24第五节施工设备及配备25第五章生产系统25第一节通风25第二节压风28第三节供电28第四节防尘28第六章劳动组织与主要技术经济指标28第一节劳动组织28第二节作业循环29第三节主要技术经济指标29第七章施工安全技术措施29第一节施工准备29第二节一通三防30第三节防灭火34第四节爆破35第五节安全监控38第六节防治水40第七节机电40第八节顶板管理42第九节人工推车44第十节小绞车运输45第十一节其他46第八章灾害预防处理及避灾线路50第九章管理制度53第一节工程质量验收制度53第二节文明区域管理制度54第三节机电设备包机制度55第四节机电设备检修制度55第五节现场交接班制度56第六节风机工岗位责任制56第七节打眼工安全生产责任制57第八节打锚杆（锚索）工安全生产责任制57第九节运输管理58第十节瓦斯检查地点和检查方法58伊力特煤化工二矿0131E底板巷掘进作业规程第一章概述第一节概述一、巷道名称0131E底板巷二、掘进用途作为01采区A3煤层回采工作面主要回风和运输。三、巷道设计长度、坡度0131E底板巷按中线沿底板掘进，巷道设计400米，巷道有起伏现象。设计方位角124度四、预计开竣工时间本掘进工作面自2012年7月10日开工，预计2012年11月10日竣工。第二节依据1、煤矿安全规程2、巷道施工平、剖、断面图3、煤矿井巷工程质量检验及评定标准4、安全管理制度5、A3煤层采区工作面布置图、地面位置及地质情况、地面相对位置及临近采区开采情况地面位置1、地面位置本掘进工程地面相对位置位于1728斜井筒东翼在1688水平A3煤层内，地面上限标高1728米，开口标高1688米，地面对应位置为丘陵，无建筑物影响。2、掘进位置本掘进工作面位于井田东翼A3煤层内。二、邻区情况1、采掘情况顶部有1728井筒和西翼有A5A3回风石门，在回采期间必须留设足够的保安煤柱，确保顶部主要巷道的安全，东西两翼未有采动影响。2、自然灾害及其他煤层自燃发火期为36个月，煤尘具有爆炸性。三、地面情况及受生产影响程度1、地面为丘陵地貌，所以无建筑影响和生产影响。2、地形（地貌、植被、地层出露情况等）地面主要为丘陵地貌，东高西低，北低南高。地表主要为、砂砾石层、洪积相砂砾石层、粘土，地表被大量植被覆盖。3、水系及地面积水范围地表有常年性河流，在雨后及冰雪融化后水流量较大。4、采掘影响及破坏程度地面河流在雨后及冰雪融化后水流量较大，在施工过程中雨雪水可能从岩层裂隙渗入井下，加大工作面的涌水量，造成工作面透水、突水事故。四、影响掘进的其它地质情况1瓦斯井田内各煤层瓦斯含量很小，相对涌出538M3/T，在局部地段可能有瓦斯富集带存在。2煤（矿）尘煤尘根据爆炸性鉴定资料，长焰长度400500MM，岩粉量7591，均具有剧烈爆炸危险性。3煤的自燃A3煤层T070430，着火点31720C，属易自燃煤层，具有自燃发火倾向，一般发火期36个月。4地温井田内地热增温率为3670C/100M，局部地段可能有高温异常区。A3号煤层无冲击地压危险性。、煤（岩）层赋存特征、煤（矿）层情况A3号煤层全层总厚2802302M，平均总厚1142M。有益厚度2801950M，平均858M；可采厚度2801950M，平均880M。为全区可采、结构简单的较稳定煤层，顶板岩性为粉砂岩及粉砂质泥岩，底板岩性为粉砂岩、局部为炭质泥岩，夹矸03层，厚度0001084M，岩性为粉砂岩及泥岩。上距A4号煤层11113085M，平均2159M。是井田目前开采煤层之一。井田各主要煤层特征表表131煤层总厚有益厚度煤层间距煤层号两极值平均值两极值平均值可采煤层厚度平均值两极值平均值夹矸数结构稳定性及控制程度A707564626207564624607544623001简单9个孔见，不稳定，局部可采。A6038237103892011192028179957647702简14个孔920370355单见，大部可采，较稳定。103070633715A515122127321511021568293102155702简单17个孔见，全区可采，较稳定。62628392128A24048137947404836115708236112804复杂10个孔控制，大部可采，较稳定。64720861090A1405436014905436014608536013001简单11个孔控制，星零可采，不稳定。111133852159A32802302114228019588528019588003较简单18个钻孔控制，全区可采，稳定。114001215011775A224725225024725225024725225001较简单2个钻孔控制，星零可采，较稳定。A1070（炭泥）070（炭泥）070（炭泥）070（炭泥）070（炭泥）070（炭泥）337033700较简单2个钻孔控制，不可采、地质构造地质构造情况井田内为一向南西倾斜的单斜构造，地层走向一般为140320，倾向南西，倾角变化较大，一般介于3552。井田内外自西而东（主要集中在井田中西部）共发育有F1、F2、F3、F4、F5五条断裂（F5位于井田南边界以外），总体上勘探区属中等构造。各断层分述如下F1断层在地表有两个点进行控制，走向246，倾向156，倾角71。上盘为灰白色粗砂岩，地层产状22344。下盘为灰黑色泥岩，产状23533，上盘北移，水平错动小于10M，为平推正断层。F2断层地表为第四系覆盖，仅在A3煤层1518M水平和1572M水平见到此断层，产状10582。F2断层下盘的A3煤层被上盘的灰黑色泥岩和灰白中细砂岩切断,断层面清晰可见。下盘煤层产状23031，上盘地层产状22534，F2为向南东倾斜的上盘下降，下盘上升的正断层。从V勘探线上可见落差介于510M之间。F3断层地表未出露，在VI勘探线以东的A5煤层1621M水平运输大巷见到此断层，从该断层穿石门探到A3煤层，F3断层的水平位移为西盘北移，水平断距约5M。F4断层地表未出露，由二矿A3煤层1618M水平西巷见到此断层，而A5煤层1618M水平西巷未见到此断层。说明该断层断距不大。推断该断层西盘北移，水平位移约8M。F5断层1钻孔见到此断层，位于井田南边界以外，为一逆推断层，倾向北，倾角约60，落差约36M。、水文地质水文地质情况井田与喀什河相邻，井田最低侵蚀基准面标高为160527M163252M，历史最高洪水位标高为161056M163856M，一号井主井口地面标高为162126M，一号井主井口附近历史最高洪水位标高为161056M，二、三号井主井口地面标高为1667M、1672M，均高于喀什河本区历史最高洪水位标高。从目前生产矿井开拓情况看，矿坑充水水源主要为煤层及煤层顶底板基岩裂隙水目前矿井日排水量在1024M3/H左右，矿区水文地质条件为富水性较强，井田属裂隙类、水文地质条件中等的矿床，即二类二型。地表洪水一般通过井口、风口，封闭不良的钻孔等通道直接向未来矿井充水。因此，必须做好井口、风口等人工通道的防洪堵水工作，以防地表水对矿井的充水。井田南部分布有废弃老窑，废弃老窑的积水量一般很大，一旦沟通，就会发生透水事故。因此，老窑水对矿床充水的影响很大，应引起高度的重视。、巷道布置及支护说明、巷道布置巷道布置本工程为0131E煤层底板巷掘进工程，该工程按中线、沿底板掘进。巷道断面巷道断面按矩形设计，高28米，宽35米。（见附图）锚杆安装结构图700MM1800MM锚杆螺帽锚杆锚杆托盘树脂药卷锚索安装结构图1800MM6500MM、支护工艺、巷道压力情况及支护选型巷道压力情况分析该巷道未受采动影响，但在煤层掘进预计压力较大。支护形式采用锚杆、锚网、锚索联合支护。支护规格1永久支护巷道设计净宽度35米，净高为28米的矩型断面巷道，施工采用锚杆、锚网、锚索联合支护。根据矿设计和要求，支护材料的规格如下1顶锚杆选用18MM1800MM的树脂锚杆，锚杆间距为800MM（靠帮150MM，东西倾斜向上75）排距为800MM；每根眼底安装3卷规格为Z2335的树脂锚固剂药卷，锚固端长度105米，锚固强度80KN。2两帮均选用18MM1800MM的普通锚杆，南北帮均为4根，帮上边第一根锚杆距顶板200MM，倾斜向上3045，锚杆间距为锚索锁具锚索锚索托盘树脂药卷800MM；每根眼底安装2卷规格为Z3535的树脂锚固剂药卷，锚固端长度07米，锚固强度60KN。3帮顶网均采用4MM冷拔丝网，网孔规格为100MM100MM，规格为35M1M、26M1M两种，顶板采用35M1M冷拔丝网护顶，帮用26M1M冷拔丝网护帮。网间搭接长度不小于100MM；4锚索采用1524MM钢绞线锚索，长度根据煤层厚度确定，最短长度不得小于65米。锚固端以进入稳定的煤层顶板岩石15米为宜。锚索间距为1800MM，排距为4800MM，成“212”五花眼布置，锚索必须打紧锁牢，每根锚索眼底必须安装5卷规格为Z2335锚固剂并且搅拌均匀，锚固端长度18米，锚固强度120KN，锚索必须与钢筋梁配合，与钢筋梁联合使用。5锚索托盘选用长250MM的14号槽钢或11号工字钢或25U型钢。1、临时支护采用锚杆前探梁每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用木托梁（400015050）维护，木托梁两端伸出前探梁不小于20。2、前探梁及吊环规格吊环规格为前探梁直径755，长4000以上的钢管。吊环直径18钢筋，规格为150100的U型吊环。3、吊环的固定使用U型吊环时，直接拧在顶锚杆上。4、临时支护工艺、工序及要求（1）操作人员站在永久支护下，用不小于20M的长柄工具处理干净顶帮的活矸煤，并进行敲帮问顶，确认无问题后，人员站在永久锚杆支护下，挂联一片顶网，顶网联好后，在紧靠工作面两排锚杆上好吊环，施工人员及时顶起锚网，前移前探梁。前探梁上及时用木板梁维护顶板，板梁与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮，顶板维护好后，由外向里打顶锚杆。（2）上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥，2人顶起网，2人穿前探梁。（3）前探梁移到工作面后，在最后一个吊卡的上面用木楔与钢管背紧。（4）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声等异常情况，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。（5）打顶锚杆时必须由外向里，由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打起其他锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打完所有顶锚杆后，再打帮锚杆。（6）工作面放炮后，进行敲邦问顶找掉活矸危岩后，将悬挂在最后一排锚杆上的超前网和大板用前探梁托住，作为临时支护，然后在出渣打眼。（7）工人必须在临时支护之下进行打眼支护顶板。（8）最大控顶距16米，工作面不允许空顶作业。临时支护侧视图08M08M08M08M08M大板28M、巷道支护及各种管线布置图包括巷道支护断面图及主要设备、各种管线吊挂在巷道内的布置。根据巷道的实际情况，设备的铺设、运料及行人方便，将风筒布置在左帮，电缆、信号、风水管系统布置在右帮，具体见断面图。（上图）、巷道特征及每米巷道支护材料消耗巷道所处岩层及岩性A3煤层中掘进断面98M2净断面91M2巷道每米支架数量125排/米每米巷道所需支护材料顶锚杆巷道底板巷道顶板树脂药卷工作面临时支护网、施工工艺、施工方法一、施工方法0131E底板巷采用人工打眼放炮出渣掘进方式施工。开口施工按中线沿底板掘进。、支护方式1开口支护采用锚索加强支护，在进入煤层稳定后采用锚杆锚网锚索联合支护。锚杆采用18MM1800MM树脂锚杆，间距800，排距800；2、打眼机具打眼采用锚杆机、煤电钻打眼的方法，人工操作安装锚杆、锚索。3、降尘方法采用湿式打眼，水炮泥定炮，装岩前洒水降尘。三、施工工序工作面交接班开工准备打眼出渣打顶眼帮眼安装锚杆铺网上托盘拧紧螺帽爆破落煤、支护距离名称规格（代托盘帽）单位数量普通锚杆18MM1800MM套88树脂药卷Z3535卷36顶网3600MM1000MM片125邦网2800MM1000MM片25锚索1524MM6000MM根096锚索托盘250MM长的槽钢个0961锚杆支护滞后距离因采用锚网支护方式支护巷道，在施工过程中，采用及时支护方式，每循环进尺16米，破煤完毕立即进行支护，锚杆最大滞后距离不得超过18米。2锚索支护滞后距离锚索支护紧随掘进面锚杆支护后一循环，在顶板完好，掘进速度过快时可适当滞后但最大滞后距离不得超过5米。、掘进施工1该巷道采用人工爆破施工，锚网、锚杆、锚索联合支护方式作业。按技术部给定的中心掘进，中心不明确不得施工。2开工前，必须先检查中线、巷道沿底板情况、工作地点及已施工的巷道内的锚网支护情况，发现锚杆、托盘、螺帽有松动现象，必须及时处理，拧紧螺帽上好托盘，若托盘不能紧贴煤面时，未接顶处必须用托板垫实，对施工锚索逐根编号、记录。3坚持正规循环作业，每循环进尺16米，严格按设计要求保证巷道宽、高。4为确保施工人员的安全，保证不空顶作业，在没有永久支护之前，应及时采用临时支护。5顶锚杆打眼前，应根据设计要求，先确定孔位，做出标记，然后锚杆机司机将锚杆机移到要打眼的下方，调整钻杆角度，除司机外至少有一人把钎子插在锚杆机上扶住钎子，使钎子钻头对准标记，司机方可开动锚杆机进行打眼，开机入窝后辅助人员离开锚杆机，扶钎人严禁戴手套。6操作人员应在支护锚网下作业，严禁空帮、空顶作业。7锚杆机开机前，先开水，然后开始旋转上升，打眼过程中，注意孔里是否有水流出，发现无水，缓慢降落钻杆防止卡钻，查找原因处理完毕后再作业。8锚杆打到位后，先操作机器降落，不能立即停止旋转，以防钻杆卡到钻孔内拨不出来，降落的过程中使水量逐渐减少，锚杆机降落到一米时，停止旋转取出钻杆。9由于顶锚杆设计18米长，为解决一次使用20米长钻杆打眼不平稳，高度不够等问题，可选用12米长的短钻杆先打12米深后，再换20米长钻杆打到设计深度。10锚杆机回落时，应有至少一人扶住锚杆机头，防止锚杆机和钻杆脱离后，锚杆机自身失重发生歪斜，损坏锚杆机和伤人。11锚杆机打眼时，司机操作手把要使力均匀，推进力过大时，易造成钻杆弯断，甚至造成锚杆机自身发生旋转，而造成伤害。12认真执行敲邦问顶制度，打每一个眼和安装每一根锚杆之前，都必须拨掉顶板和锚杆眼周围的活煤危矸，施工过程中必须有专人观察。13必须打完一眼，安装一根锚杆，安装锚杆时使用专用搅拌器，用锚杆机向眼内推进锚杆药卷，锚杆剩余约800MM时，开始旋转，进行搅拌推到位后，旋转约20秒左右，药卷凝固后，固定杆体回落锚杆机取下搅拌器。14打完一排锚杆后，开始铺顶网，锚杆串过网搭接处，安设托盘，拧上螺帽完成一排锚网支护的施工。15、注意事项（1）必须按设计的排、间距、位置、深度、角度等打眼，确保锚杆眼的质量。（2）为保证药卷质量，使用时，用多少，取多少，随用随取，最好用专用箱子取运。16、质量检查锚杆质量的检查应按质量标准和检查办法进行，除检查锚杆的成品、材质、安设间距、排距、孔深和托板、树脂质量外，更重要的是作锚固力试验。每安设300根锚杆，做锚固力拉拔实验一次。如锚固力不符合60KN要求，则要重新安装或补套锚杆。锚杆锚固力实验用ML20型锚杆拉力机进行。实验时要注意以下几点（1）安装锚杆拉力机时应保持受力方向与杆体一致。（2）加载时要匀速缓慢，以免影响试验的准确。（3）拉拔设备应固定牢靠，并有安全保护设施。试验时把空心千斤顶套入锚杆尾部，随后将高压胶管与手摇泵连在一起，远距离操作。拉拔实验时，除检验锚固力外，在规定的锚固力范围内要求锚杆的拉出滑移量不得超过10毫米。17、质量标准及要求锚杆支护分项工程优良，要求托板密贴岩面并楔紧；抗拔力为60KN以上；允许偏差项目为间排距100MM，孔深050MM，角度15，外露长度50MM。紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，紧固力不小于100NM。第二节爆破作业一、爆破器材选用2煤矿硝铵炸药和15段毫秒延期电雷管。放炮器采用MFB200型发爆器。二、施工方法A、钻眼爆破1、光面爆破的实施要点周边眼间距适当。运用适当猛度的炸药和装药结构。采用最佳的周边眼单位长度装药量100140G/M。采用同段雷管同时起爆。起爆顺序为周边眼在其它炮眼之后。2、光面爆破的技术要求超挖和欠的尺寸必须符合质量标准规定。围岩上留下的眼疤率不小于50。围岩上不应有鸣响的炮震裂缝。3、精心设计光面爆破图表优化钻爆参数，设计切合实际的光面爆破图表，为保证快速施工中深孔效果，工作面掏槽方式选用垂直楔形形式。在滞爆破炮眼布置眼距为493MM，最小抵抗线为500MM，掏槽眼、辅助眼封泥长度为全部封满，周边眼采用单段空气柱反向装药，联线方式为串联，分次装药，分次放炮，其具体情况见炮眼布置图。（1）施工前，技术员根据施工图和光爆参数选择的原则，精心设计合理的光爆图表，并在施工中及时根据岩性变化，不断的修改完善光面爆破图表。（2）设计的光爆图表中明确规定炮眼位置、角度、装药量、装药结构、联线方式及起爆顺序。4、认真做好施工准备工作（1）打眼前先进行敲帮问顶，敲掉活石，刷齐工作面。（2）看线定点。看准中线，量准腰线，定出巷道的中心点。在使用激光指向仪定向掘进时，按设计方位、坡度安好定向仪后，根据拱基线圆心点距指向仪光心的距离定出圆心点。（3）量尺画眼位。根据光面爆破图表规定的各类炮眼的圈距及间距在工作面画出各炮眼的轮廓线，并在相应的轮廓线上标定出各类炮眼的位置。（4在钎子上标定出眼深的位置。为保证同类型的眼深一致，保证爆破效果，打眼前必须在钎子上标定出各类眼深的标记。（5）检查凿眼机的完好情况。打眼前必须检查凿眼机的风水管是否完好、畅通，其连接头是否牢固，凿眼机的零部件是否齐全，螺丝是否紧固，并注油试运转。若达不到上述完好要求，必须先进行处理，处理好后方可打眼。5、精心钻眼钻出的眼孔要做到准、平、直、齐。准各炮眼准确打在点好的眼位上，上下左右的误差要控制在20毫米以内。周边眼的误差应尽量减小。平要求周边眼、二圈眼、要互相平行。为防止巷道的超欠挖、帮眼、周边眼的外插和上爬不得超过3度。不得向内插和下栽。直要求上述各炮眼的方向，尤其是周边眼的方向与巷道轴线的方向平行一致。齐同一类型的炮眼深度要基本一致，眼底要基本位于平行于井巷断面的同一水平上，误差要控制在50毫米以内。（1）打眼。为保证打出的眼孔准、平、直、齐，打眼时点眼工必须将钎子放在所标定的眼位上，扶钎工必须严格按爆破图表规定的各类炮眼的角度以及在钎子上标定的深度进行打眼。打周边眼时，若岩石较硬，周边眼则布置在轮廓线上，反之则布置在轮廓线内侧，向内不超过50毫米。（2）扫孔。打完眼后，必须用高压风进行扫孔，将煤粉积水排净之后方可装药放炮。（3）现场施工中在围岩稳定正常的情况下，按爆破图表规定的爆破参数进行施工。当围岩发生变化时，要根据现场情况对爆破图表的爆破参数适当进行调整。（4）炮眼检查。打完炮眼后要根据爆破图表规定的眼位、跟间距、角度、深度进行检查。凡是眼位、间距、角度不合格的炮眼要重新打眼。深度不合格的炮眼，若炮眼深度大于设计要求，眼内要垫炮泥，直到与设计的同类眼深一致。眼深小于设计要求的，要重新打眼至设计深度。（5）为保证钻孔符合要求，应采取以下措施坚持先打出高质量的导向孔，并插上钎子或炮棍，作为其它各眼的导向。坚持“五定”。即一定钻工，二定钻，三定眼，四定位，五定责。为减少两茬炮之间的接茬台阶，打周边眼的钎子应适当加长半米左右，并可将风钻偏转使用，可将接茬距控制在30毫米左右。坚持施工过程中的“五不”制度。即没有爆破图表不定眼位，无定眼位不开钻，钻孔不合格不装药，装药不正确不起爆，爆破质量不合格不验收。6、装药、联线、放炮必须严格按照爆破图表规定的装药结构、各类炮眼的炮药量、封泥长度的要求进行装药、定炮、联线。正向装药时先将被动药卷依次装入眼内，然后装入起爆药，所有药卷和雷管的聚能穴一致朝向眼底。装入块炮泥后再装入水炮泥，然后再用炮泥填满整个眼孔。装药时要用竹质或木质炮棍将药卷轻轻推入眼内，不得冲撞或捣实，各药卷必须彼此密实，炮泥要封至眼口。定炮联线后要检查线路有无断路、短路、接地，检查无误后方可放炮。7、起爆顺序放炮的起爆顺序是掏槽眼、辅助眼为一次、一圈眼、二圈眼为二次，底眼为三次，边眼为四次。周边眼必须在以上各类炮眼放完后二次装药放炮，做到周边眼单装单放。周边眼必须采用同极的毫秒雷管。周边眼采取眼底集中空气柱放炮。周边眼装药时装入起爆药卷后即可装入水炮泥，然后用炮泥封口，封泥长度为03米，联线后检字无误后即可放炮。放炮后的检查。放炮后要认真检查有无瞎炮、残爆。发观有瞎炮、残爆的炮眼必须严格按煤矿安全规程的有关要求，及时进行处理。处理后还要对巷道断面按设计尺寸进行检查验收，凡有欠挖部位都要进行处理。三、炮眼布置及装药量祥见炮眼布置图和爆破说明书四、施工质量要求基岩掘进分项工程合格，巷道宽度允许误差50200，高度允许误差50200，坡度允许误差1。装载运输1、运料方法地面装车1728轨道下山1693车场1693运输巷A5A3石门1688水平运输巷工作面。巷道内采用人工运输方式。2、出煤运输爆破落煤人工装车人工推车1693溜煤眼1675水平皮带1634煤仓刮板机1634皮带1600煤仓1600皮带1600溜煤下山1480主煤仓主井皮带运输到地面煤仓。第四节管线布置与文明生产风筒、电缆、风水管均每3M设1个吊挂点，电缆垂度不超过50MM,电缆、风筒挂在巷道左帮，电缆吊挂高度距底板15米，风水管及排水管挂在右帮。压风管选用直径50MM无缝钢管单趟在壁上吊挂，压风支管选用直径50MM胶管。凿岩机供风管为直径19MM胶管，长度为1020M，接在分风器上。静压水管选用直径50MM钢管，在壁上吊挂，静压水支管选用直径38MM胶管，凿岩机供水管选用直径13MM胶管，长度为1020M，接在分水器上。第五节施工设备及工具配备设备及工具配备见附表附表2主要施工设备状况表序号机械名称规格型号数量台合格情况动力备注1锚杆钻机MQT120J2风动2馈电开关DW8040013开关QC838024开关QC8312025局扇FD21516瓦斯传感器17激光定向仪JK118电煤钻MZ1529千斤顶YCD18110煤电钻综保ZZ8L25211照明综保1第五章生产系统第一节通风采用压入式通风方式，在1693水平运输巷安设一台FBD215局扇，利用800胶质风筒导入工作面，功率为15KW2。、风流方向新鲜风流从1728井筒1693车场1693运输巷局扇掘进工作面工作面乏风A5A3回风石门1688回风大巷1688回风上山风井地面、掘进工作面供风量计算1按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算Q掘100Q瓦K掘通Q掘10008520170M3/MIN式中Q掘掘进工作面需要的风量M3/MINQ瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量，Q瓦085M3/MINK掘通瓦斯涌出不均衡系数，一般取15202按掘进工作面最大装药量计算Q掘25AJQ掘25126315M3MIN525（M3S）AJ掘进工作面一次爆破的最大炸药量，取126KG按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q掘Q扇II15S掘Q掘20011598347M3/MIN式中Q掘局部通风机实际需风量M3/MIN。安设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而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于025M/S，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。II掘进工作面同时通风的局部通风机台数3按工作面最多人数计算Q掘4N42080M3/MIN式中Q掘掘进工作面需要的风量M3/MINN掘进工作面同时工作最多人数4按风速验算15S掘Q掘240S掘，1598315M3/MIN24098式中S掘巷道掘进断面V巷道允许最低风速，煤巷V025M/S。5风机选型通过以上各项计算工作面最大需风量为347M3/MIN，215KW对旋风机能够满足安全生产需风量，故选选用215KW对旋风机，600MM（800）的阻燃风筒供风。6工作面风量目前工作面实际配风量为350M3/MIN。1598315M3/MIN240987风筒选择600或8007局部通风机安设位置1693水平车场处第二节压风0131E底板巷道施工风动工具有锚杆机，线路总长度550米，通风管采用50普通无缝钢管，采用矿方供风管路。第三节供电供电由1728水平井下配电室供给，电源电压为660V。通过BKD350/660馈电开关，使用不同的电缆到各用电点。第四节防尘、建立综合防尘制度，配置专职防尘工对巷道每天冲刷，杜绝煤尘超限。、各转载点必须安设喷雾装置，配备酒水软管，出碴时要开喷雾灭尘，出碴后要冲刷前后20米范围内的煤尘。、距工作面40米范围内设两道水幕，运煤时打开水幕，水幕各喷头雾化效果良好，开关要灵活。、工作面应湿式打眼，如果不能实现湿式打眼，则必须采取降尘措施。本工程采用煤电钻打眼，在打眼时必须由专人拿喷头对着钻眼口处冲水降尘，作业人员必须佩戴防尘口罩。第六章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织作业方式采用38制，在喷砼班进行，掘进班每12小时完成一个循环，平均日循环数2个，正规循环率80，炮眼深度为20M，炮眼利用率80，则全月可完成掘进进尺64M。正规循环见附表。劳动组织采用一职多能，多工种平行作业。在工作中既要分工，又要相互配合，共同完成生产任务。劳动组织定员见附表。第二节作业循环为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉作业和平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。一、缩短辅助工序时间保证正规循环率的措施1、辅助工序包括交接班、接管线、测量、通风等。在安全允许情况下，各工序尽量平行作业。2、找出关键线路中关键工序，配备专业技术力量过硬的人员在此关键工序工作。3、合理安排施工顺序，最大限度利用时间和空间，缩短工期。4、循环时间的安排详见正规循环图表。第三节主要技术经济指标主要技术经济指标见附表第七章施工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作业，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，必须进行补充贯彻和考试，成绩合格后方可下井作业。2施工前，地测部门必须提前给出开口位置，标好中线，施工单位严格按线施工。3开口前必须对支护和环境进行检查加固和清理。4开口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附图所示，安通科应在现场标定，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，并安设消音器；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03M。局部通风机吸风口附近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”，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并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，并经矿生产调度会平衡、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区、机电工区编制排放瓦斯措施及停送电措施，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15，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05，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15时，最高甲烷和二氧化碳浓度不超过3时，瓦斯检查工必须汇报矿调度所和矿总工程师，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电气设备电源，请示矿总工程师，经同意后，方可启动局部通风机，按回风点瓦斯浓度不超过1的限量原则进行排放，排放时通风区必须安排干部现场指挥。排放期间，通风区现场负责人安排专人检查第一回风点瓦斯。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所和矿总工程师，通风区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。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3或其他有害气体浓度超过规定不能立即处理时，通风区必须在24H内封闭完毕。井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度没每小班至少检查一次。9风筒接头要严实、无破口、无反接头。接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。10风筒出口距工作面不小于6M，且迎头必须有两节备用风袋。11通风区要加强通风系统管理，确保通风系统稳定可靠，局部通风机严禁发生循环风。12掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到08或二氧化碳浓度达到15时作必须停止作业，切断电源，并采取措施进行处理。13掘进工作面风流中瓦斯浓度达到08时，必须立即停止作业，切断电源，并采取措施处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到15，回风瓦斯达到1时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，并采取措施进行处理。电动机及其开关安设地点附近20M范围内风流中的瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员切断电源，并采取措施进行处理。14掘进工作面及其回风巷道内体积大于05M3的空间，积聚的瓦斯浓度达到2时，其附近20M范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。15因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到08以下时，方可人工手动复电。16掘进工作面回风流中二氧化碳浓度达到15时必须停止作业，切断电源、撤出人员、汇报矿调度所，查明原因，并制定措施进行处理。17工作面必须安排专职瓦斯检查工，经常检查工作面的瓦斯情况；瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作，切断超限区域内电器设备电源，并将人员撤出安全地点。18掘进工作面施工时，迎头必须悬挂便携带式甲烷检测仪，瓦斯浓度达到08时，立即停止作业。19当工作面前方遇有地质构造时，地测站应提前30M向相关单位下地质预报，施工单位和安通科接地质预报后，应采取加强瓦斯检查、防止瓦斯超限及煤与瓦斯突出。20巷道贯通必须重新编制专门的针对性措施。二、防瓦斯管理（1）要建立正常的有效的瓦斯检查制度。（2）全面掌握井下通风、瓦斯变化情况，审查瓦斯检查班报表并及时处理通风、瓦斯方面的问题。（3）瓦斯检查员应在井下指定地点交接班。瓦斯检查员检查有毒有害气体地点掘进工作面、掘进工作面往外20米30米处，每班巡回检查2次。（4）建立分区巡回瓦斯检查和请示汇报制度，发现问题及时汇报。（5）井下瓦斯检查地点建立记录牌制度，瓦斯检查员将每班检查结果及时填入记录牌，通告检查地点的工作人员（6）瓦斯异常涌出预兆工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、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；人感到发晕。三、防尘管理1巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设2寸静压水管，并每隔20M安设一道三通阀门。2装煤前对煤堆洒水。3打眼必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。4煤尘堆积厚度不得超标（即厚度达到2MM），全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗、清扫工作，连同巷内浮煤定期清运。5防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。第三节防灭火内因火灾的防治定时清理巷道浮矸，保证巷道风速，杜绝微风进入引起煤炭自燃，杜绝微风作业，加强巷道洒水降温工作，巷道最高温度不得超过26。外因火灾的防治1加强供电系统的检查及维护，巷道所使用的一切电气设备，负荷配套，严禁超负荷配电。2专职防爆电工每天检查一次电缆接线盒，开关电机等完好情况，杜绝电器失爆。小班电工班班检查机电设备、线路完好情况。3各转载点要配足灭火用沙，沙子不少于05立方米，灭火器不少于2个，并配有专用灭火软管25米。4电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、队值班人员作详细汇报。5严禁火种入井，严禁使用灯泡取暖。6用静压水管作消防水管。7严禁明火作业，严禁电气失爆。8在易摩擦、撞击产生火花的地方洒水降温。9合适部位配备2只合格的灭火器、1把消防锹和02M3的灭火砂，灭火器必须放置在架子内，消防锹及灭火砂不得移做他用。第四节爆破1井下爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁制度”。2工作面采用毫秒爆破，总延期时间不得超过130MS。3爆破员必须把炸药、电雷管分别存放在专用爆炸材料箱内并加锁，且分别由放炮员和安全员保管。严禁乱扔乱放，爆炸材料箱必须存放在顶板完好、支架完整且避开机械、电气设备地点。爆破时，必须将爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。4从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线、硬拽管体，也不得手拉管体、硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出；抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。5装配引药时，必须遵守下列规定（1）必须在顶板完整、支架完好、避开电气设备和导电体在爆破员作地点附近进行，严禁在爆炸箱上装配起爆药卷。（2）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。6装药前，首先清除眼内的煤岩粉，再用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须密接。7炮眼必须用炮土封实，封泥长度不得小于1M。8装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破。（1）采掘工作面的空顶距离不符作业规程规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。（2）爆破地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到10。（3）在爆破地点20M以内有未清除的煤、矸，或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透采空区等情况。（5）采掘工作面风量不足。（6）有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗，有水叫、雾气）。9放炮前，班组长必须亲自布置专人在所有通往放炮地点道路上且距放炮地点100M以外的安全地点进行警戒，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。放炮地点为80M外的放炮躲避硐内进行，并且要避开放炮的直射方向。具体警戒布置见附图。10爆破母线和连接线应符合下列要求（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相互扭紧并悬挂，不得和导电体相接触。（2）爆破母线随用随挂，不得使用固定爆破母线。（3）爆破母线与电缆电线信号线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。11井下爆破必须使用发爆器。12爆破员必须最后离开工作面，并必须在安全警戒线以外安全地点起爆。13发爆器的把手、钥匙必须由爆破员随身携带，严禁转交他人；不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器；爆破后，应立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。14爆破前，脚线连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破员进行。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准爆破员一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达放炮命令。爆破员接到命令后，必须先发出爆破信号，至少等5秒钟，方可起爆。15爆破后，待工作面的炮烟被吹散，上岗干部、爆破员、瓦斯员和班组长必须首先巡视爆破地点进行全面检查，如有危险情况，必须立即处理。16通电拒爆时，爆破员必须先取下把手和钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路；使用延期电雷管时，至少要等15MIN，才可沿线路检查，找到拒爆原因。17处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应当班处理完毕；如果当班未能处理完毕，当班爆破员必须在现场向下一班爆破员交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定（1）由于连线不良造成拒爆，可重新连线起爆。（2）在距拒爆眼03M以外重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，严禁用打眼方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆炮眼（残爆）。（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的雷管。（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。18爆破员要严格执行火工品的领退制度，剩余的火工品要交回火药库。19严禁放明炮、糊炮。20炮眼必须装水炮泥。第五节安全监控为了保证掘进工作的顺利进行，贯彻安全第一、预防为主的方针，切实保障工人的人生安全。按照煤矿安全规程的规定，掘进工作面必须安装风电、瓦斯电闭锁装置或矿井安全监控系统。随着掘进工作面的延伸，各种有毒有害气体有可能逸出，威胁职工的人身安全，尤其可能引起瓦斯积聚，造成更严重的后果。因此，对掘进工作面气体进行监测监控是非常必要的。同时，当瓦斯超限时，能够实现报警和断电，从而预防灾害的发生。一、0131E底板巷工作面安全监控的设置及安装0131E1688炮掘工作面安全监控设计是在工作面安装一台甲烷传感器，局部通风机安装一台开停传感器。以便于地面对工作面瓦斯含量及通风机的工作状态进行实时监测。其中，甲烷传感器设置为报警10,断电15,安装位置为距工作面迎头小于5米。开停传感器应卡在通风机的供电电缆上。在炮掘工作面安全监控所使用的通讯电缆应与动力电缆分挂在巷道的两侧或远离动力电缆300MM。二、应急措施当工作面瓦斯超限报警和断电时，调度室要立即通知该区域工作人员撤离至安全地点并通知当班瓦检员检查该地区的瓦斯并及时采取加强通风等安全措施，只有当瓦斯浓度降到1以下时，方可通知井下送电，工作面可恢复正常工作。三、安全监控系统图干线输入至移变5M断电器CH4开停传感器局部通风机1688炮掘顺槽馈电四、甲烷传感器布置图棚子支护巷道内传感器的位置锚网支护巷道内传感器的位置第六节防治水1根据涌水情况在巷道非人行侧掘出水泵窝，并配备潜水泵进行排水。2掘进工作面或其他地点的透水预兆挂红、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、水色发挥有臭味等异状时，必须停止工作，采取措施报调度室；如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。掘进时，必须坚持“有疑必探、先探后掘”、“长探短掘”的原则。第七节机电1井下供电要做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”的要求，性能完好，运转正常、灵敏、可靠、电缆、电线盘放整齐。1）“三无”无鸡爪子、羊尾巴、明接头。300MM200MM甲烷传感器2）“四有”有过电流和漏电保护，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。3）“两齐”电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。4）“三全”防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全。5）“三坚持”坚持使用漏电继电器，煤电钻综保和风电闭锁。2井下设备严禁带电检修和搬运设备（包括电缆、电线）。3机电设备检修一律进行断电、验电、放电工作，把开关手把打到零位并闭锁，挂上“有人工作，不准送电”牌，且有专人看管。执行谁停电谁送电，不得用电话联系停、送电制度。4所有开关必须上架。5电缆吊挂不得超过15M，电缆不能悬挂在风水管上。不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物体，电缆与风水管路在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持03M以上的距离。高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，两者之间的距离应大于5CM，每100M挂一组电缆标牌。6井下机电设备必须消灭失爆，保持完好。7井下电器设备保护接地严格执行煤矿安全规程中有关规定装设好保护接地，阻值必须测定且小于2。8井下各种开关必须按实际负荷整定电流，不许随意增大电流整定值。9每日机电检修必须留有记录。10各台机电设备必须挂牌管理，实行包机制，设专人负责。第八节顶板管理1、工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10M范围内的支护，在爆破前必须检查。2、严禁打眼和装药平行作业。3、每次爆破后，工作面作业人员要等迎头炮烟被吹散、视线清晰后，必须由爆破工、安瓦员、班长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、拒爆、残爆情况，并由里向外检查顶板、锚杆等情况，经紧固锚杆后方可在有效支护下敲帮问顶，处理后再进行支护。4、开工前，必须严格执行安全检查制度和严格的敲帮问顶制度，用长柄工具站在安全地点将顶、帮的活矸、聋煤、片帮、马棚等一切不安全隐患处理掉，确保安全后方可开工。5、锚杆、锚索必须按照规定角度打，不得打穿皮眼或顺层面、裂隙打眼。6、打锚杆前，必须先进行敲帮问顶，将活矸、聋煤、零皮等不安全隐患处理掉，在确保安全后，方可作业。7、锚杆打注前，必须按设计布眼，其间排距不得超过设计100MM。8、锚杆安装要牢固，托板紧贴顶板不松动。9、锚杆质量符合设计要求，托板、螺帽齐全完好，杆体、锚固剂规格材质符合设计要求。10、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时锚杆安注后12分钟前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。11、遇到断层等地质构造或顶板破碎时，先小断面掘进，再刷大，锚杆、锚网、钢带、锚索必须联合支护，缩小锚杆支护和锚索支护的排间距。12、巷道内松动锚杆必须及时紧固，无法紧固或失效锚杆必须及时补上。13、打注树脂锚杆必须严格按操作规程规定打。14、打锚杆必须由外向里逐一进行，打一根，注一根，安装一根，前一个没有完工，下一个不能开工，任何人不得在空顶下作业。15、必须坚持“掘一排、支护一排”的原则。16、如遇到巷道顶板冒落时，必须冒到哪，锚网喷到哪；冒多高，锚网喷到多高。17、打起拱线以下锚杆若有片帮危险时采用23根半圆木点柱作为临时支护，点柱上端用木楔加紧，下端有不少于200MM深的柱窝，并支在实底上，经常检查点柱的牢固情况，发现问题及时处理。18、遇到下列情况必须立即停止打眼进行处理1）顶板压力大，临时支护未跟上。2）巷道有挂红、挂汗、空气变冷、发烧水雾、水叫、淋水增大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水，等透水征兆时。3）打眼无水时。4）电钻温度超