东滩煤矿掘进工作面作业规程.doc

1、编号：2007-ZJ170 标识：受控发放号：东 滩 煤 矿掘进工作面作业规程工作面名称：143下01轨顺（东段）编 制 人：审 查 人：区 队 长：施工单位：综掘一区编制日期: 2007年10月22日执行日期: 2007年 月 日作废日期：200年 月 日 校对人： 打印人：目 录矿审批意见 作业规程学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概况 3 第一节 概述 3 第二节 编写依据 3第二章 地面相对位置及地质水文情况 4 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 4 第二节 煤（岩）层赋存特征 4 第三节 地质构造 5 第四节 水文地质 5 第三章 巷道布置及支护说明 6 第一节 巷道布

2、置 6 第二节 支护设计 7第三节 支护材料 15第四章 施工工艺 16 第一节 施工方法 16 第二节 截割方式 20第三节 管线及轨道敷设 21 第四节 设备及工具配备 21第五章 劳动组织及主要技术经济指标 22 第一节 劳动组织 22 第二节 循环作业 23第三节 主要技术经济指标 24第六章 生产系统 25第一节 通风系统 25第二节 压风系统 28第三节 防尘系统 29第四节 防灭火系统 29第五节 安全监测系统 30第六节 供电系统 31第七节 排水系统 33第八节 运输系统 34第九节 通讯系统 35第七章 灾害预防及避灾路线 35第八章 安全技术措施 37第一节 施工准备 3

3、7第二节 “一通三防”管理 37第三节 顶板管理38第四节 设备管理39第五节 防治水管理40第六节 机电管理40第七节 运输管理46第八节 煤质管理47第九节 其 他 47附1 50附2 55附3 58第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程适用掘进巷道为143下01轨顺。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是满足143下01工作面回采时的通风、行人、运输、供电、安装等需要。三、巷道设计长度及服务年限掘进长度：预计巷道掘进长度约1453米。服务年限：1年。四、预计开、竣工时间根据生产需要，本掘进工作面预计2007年10月下旬开工，2008年3月上旬竣工。第二节 编写依据1） 十四扩大区设

4、计说明书2） 143下01轨顺地质说明书（批准时间为 2007年10月12日）。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 水平名称一水平采 区 名 称十四采区地面标高（m）+44.93 +45.85井下标高（m）-589.0-650地面的相对位置及建筑物位于白马河以北，京浦铁路以西，地面无建筑物。井下位置及掘进地面设施的影响井下位于十四采区消火道以东，地面无建筑物，掘进对地面无影响。邻近采区开采情况上部为143上01采空区，北邻143上01工作面采空区，南部为143下00工作面采空区。走 向S71030、W掘进长度约1453m第二

5、节 煤（岩）层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距本巷道位于143上01采空区下方，为沿空、顶空掘进，自开门点沿S71030、W方向水平掘进50m后5º下扎，施工到3下煤底板后，沿3下煤层底板掘进，顶板为灰色粉砂岩，厚m，f=4-6;3下煤厚度比较稳定，（自开门点至380m处，3下煤局部分叉为3下1、3下2煤，延伸范围约30m）3下煤厚3.74.2m ,f=2-3;直接底为灰色粉砂岩，局部相变为泥岩，厚0.41.2m ,f=4-6;老底为粉细砂岩，厚16.319.4m， f=7-8。预计巷道沿施工方向，开门点至前435m处煤层10-40上升；435735m煤层0

6、0-50下降；735停头位置煤层00-70上升。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数煤层瓦斯涌出量： 煤层绝对瓦斯涌出量m3/min煤层相对瓦斯涌出量 m3/t瓦斯等级： 低瓦斯矿井煤层自燃发火期： 一般为 3-6个月煤尘爆炸指数: 爆炸指数为37.42%，有爆炸危险。煤（岩）层综合柱状图第 三 节 地质构造本区段以C6向斜构造为主，距开门点540m、544m处巷道依次揭露NF91（260º 70º Hm）；NF9(270º 75º H2.6m）两条断层。第四节 水文地质巷道掘进过程中，主要充水水源为143上01、143下00工作面老空水，

7、根据区域构造形态分析，没有影响该巷道掘进安全的老空水。预计最大涌水量为15m3/h。正常用水量5m3/h.第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置见附图：平面位置图第二节 支护设计一、 巷道断面形状为梯形断面。前期为锚网带锚索联合支护，后期为架棚顶、帮部打锚杆支护 S锚网荒 m2 ，S锚网净 m2。S架棚荒 = m2 ， S架棚净 = m2。二、支护方式 (一)临时支护1）锚网带支护要求：采用两根吊挂前探梁做为临时支护，每根前探梁用两个吊环固定，前探梁采用8#的槽钢对焊制成，全长。吊环形式为长方形，采用20mm圆钢和20mm厚钢板加工制成，使用时必须上满丝。两根前探梁间距不大于，

8、用锚杆和吊环固定，锚杆的锚固力不小于150kN /根，前探梁与吊环及前探梁与钢带之间用木刹刹紧。2）架棚临时支护要求：采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个卡子固定，前探梁采用10#的槽钢对焊制成，全长。卡子采用20mm圆钢加工制成。前探梁最大控顶距离迎头中部m，两肩窝。（二）永久支护A： 锚网带区段支护方式1、 巷道顶部使用长3800mm的梯型钢带和规格为4400×900mm的10#铁丝编织金属菱形网，每排布置6根锚杆，间排距为700×800mm，锚杆材质KMG500，锚杆规格为22×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，配用阻尼螺帽。2、 顶部布置一排锚索

9、，打在巷中位置，锚索间距m，打在两排钢带中间。 锚索采用18.2mm的松弛钢绞线制成，强度1820N/mm2，长m,锚深不低于9m。锚索采用予应力锁具紧固，涨拉预紧力80100kN，以压平弧形垫圈为准。施工中锚索与迎头最大间距4m。 3、 巷道两帮挂规格为3000×900mm的10#铁丝编织的金属菱形网，每帮布置4根锚杆, 间排距为850×800mm，其中钢带向下不大于200mm处打第一根锚杆，锚杆材料采用KMG500，帮部锚杆规格为20×2000mm的全螺纹锚杆，配用铜销螺帽。顶部每根锚杆使用一块60×60×8mm铁托盘。帮部每根锚杆用一块铁

10、托盘，铁托盘规格为150×150×8mm。每根锚索采用一块专用托盘和一块铁托盘,做到专用托盘在上，铁托盘在下。4、 每根顶锚杆用CK2550和K2570型锚固剂各一支；每根帮锚杆使用CK2550和K2570型锚固剂各一支；每根锚索用CK2550型锚固剂一支，K2570型锚固剂两支，其中CK2550型锚固剂在前。5、 金属网网间搭接50100mm，隔扣相联，每扣不低于三圈。联网丝为12#铁丝，长600mm。6、 施工中每次只准架一排钢带，帮上部的三根锚杆一排一打，帮下部的第四根锚杆可滞后迎头四排打注。7、 施工中当遇到断层、顶板破碎带、煤层松软区、地质构造变化带、地应力异常区

11、、动压影响区等围岩支护条件复杂区域，造成顶板破碎、离层严重、冒顶片帮时，应根据现场实际情况，及时采取缩小排距、加密锚杆、锚索、打注超前锚杆、打点柱等加强支护的措施，必要时采用矿工钢支架和锚网带联合支护。B：采用架棚，顶、帮部打注锚杆的联合支护方式。（过143上01停采线后）1、 采用12#矿工钢单棚支护，梯形断面。梁长3580 mm，腿长3081 mm，扎角12°+1°，棚距（中-中）600±50mm。循环进尺600mm（即每循环施工一棚）。2、 两帮锚杆隔棚布置，每帮布置3根锚杆,锚杆布置在棚档内，棚梁向下不大于 200mm为第一根锚杆，第二根、第三根锚杆间距1

12、050mm。两帮采用20×2000mm的全螺纹钢锚杆，通过铁托盘压紧金属网和煤壁。帮部每根锚杆用两块CK2550树脂锚固剂，每根锚杆用一块规格为150×150×10mm的铁托盘。肩窝锚杆及中间锚杆及时打注，第三根锚杆滞后迎头不大于4棚打注。3、 顶部铺设用10#铁丝加工的4400×750mm的菱形网；两帮挂设10#铁丝加工的规格为2900×750mm菱形网；网间搭接50-100mm，联网扣布置在菱形网的锁边向里的第一个十字绞点上，每隔一个十字绞点联一扣，拧扣不少于三圈。4、 顶部均匀布置6块背板；两帮棚档间背板布置按“一三一三”布置方式，即有锚

13、杆的棚档内布置一块背板，无锚杆的棚档内布置三块背板。第一块背板布置在棚梁下300mm位置处，第三块背板距底板10001200mm位置，第二块背板布置在第一块、第三块背板中间位置。背板隔棚成线，用木刹打实打牢。5、 顶部隔一棚布置4根锚杆，距巷中350mm各布置一根，锚杆间距700mm，锚杆规格为20×2000mm的全螺纹钢锚杆，每根锚杆用CK2550树脂锚固剂两块，锚杆通过长300mm的梯形钢带托盘压紧金属网和煤壁，顶部锚杆滞后迎头不大于两棚。6、 棚间布置9根撑木，顶部布置3根撑木，其中距棚梁两端300mm各布置一根，棚梁中间即巷中位置布置一根；两帮各布置3根撑木，其中棚腿上部（第

14、一根）撑木布置在棚梁往下300mm位置处，棚腿下部（第三根）撑木打设在底板以上500mm位置处；第二根撑木在第一根和第三根撑木中间，撑木打设要平齐、有力、成线。7、 每架棚布置四道抗棚器，其中棚梁两道（距离棚梁两端牙口500mm各布置一道）；两帮棚腿各布置1道打设在棚梁向下500mm位置处）。8、 棚梁牙口用单股12#铁丝与棚梁绑扎并留有一定松弛度，防止帮部来压崩掉牙 口伤人，拧扣不少于三圈。9、 棚梁水平架设，严禁高低不平、赁肩、错牙；棚腿与棚梁亲口严密，棚腿栽到实底上或加垫一块木鞋。10、 正常支护时顶部布置4根锚杆进行试验，当顶部压力变化时，可根据现场实际情况进行增加或减少顶部锚杆。（三

15、）特殊地点施工：过停采线、老硐室、切眼、积水区等特殊地点，另编报措施。正常架棚支护巷道断面图（图中尺寸单位为“mm”）支 护 参 数S 掘m2S净11.5m2支护形式架棚、帮打注锚杆棚 距600mm坡 度沿3下煤底板掘进巷道断面梯 形永久支护与迎头煤壁距离巷道中部最小：0500mm巷道两肩窝最小：0550mm巷道中部最大：1100mm巷道两肩窝最大：1150mm三、质量规定表1）锚网带工程质量规定表 项 目设计规格 （mm）测量部位质量标准（mm）优良品合格品巷道轮廓上净宽左1900巷道中线到帮部最上边的锚杆端头0+300（全宽）0+600（全宽）右1900中净宽左2080巷道中线到帮部第二锚

16、杆头的距离0+300（全宽）0+600（全宽）右2080下净宽左2411底板向上300mm处的帮部断面轮廓线0+300（全宽）0+600（全宽）右2411净 高3200底板到顶部锚杆头0+2000+300锚固力150kN顶部锚杆最低值符合设计要求100 kN帮部锚杆200kN锚 索锚杆间排距700×800顶部间排±50650×800帮部间排网搭接、联扣网间搭接50100mm，隔口相联。设计要求锚杆外露顶部锚杆露出螺帽1550mm，帮部锚杆露出螺帽15100mm，设计要求锚索外露不大于260mm设计要求锚索孔距2400mm±150 锚杆、锚索角度设计标准

17、±5锚杆预紧力矩设计要求钢带、托盘情况压紧煤面（必须打在低洼处）设计要求2)架棚巷道质量规定表: 项 目质 量 标 准（mm）部 位规 格巷道净宽合格优良左帮左上1665mm0+500+30左下1955mm 右帮右上1665mm右下1955mm巷道净高0+500+30棚梁下端至底板2900mm前倾后仰水平巷道，垂直顶底板，合格不超过±10;优良不超过±0。倾斜巷道，每60度迎山10，严禁退山。棚腿扎角120允许误差010撑木垫板位置及数量按断面图位置每棚9根撑木，齐全有力成线，牙口处各垫一块标准垫板背板安设位置及数量按断面图位置顶/帮、帮6/（1）3、（1）3支架

18、梁水 平50棚梁两端50mm支架梁扭 距100棚梁两端100mm棚梁接口错位0<5亲口严密5mm离合0<5支架间距中-中600±50mm网间搭接50-100 mm锚固力100kN锚杆角度（水平）±5°锚杆予紧力矩锚杆外露15-100mm（露出螺帽）锚杆间排距帮部棚梁向下不大于200mm为第一根锚杆，第二根、第三根锚杆间距1050mm。联扣联网扣布置在菱形网的锁边向里的第一个十字绞点上，每隔一个十字绞点联一扣。第三节 支护材料一、支护材料： 1）锚网带支护材料消耗统计表 顺序项 目单位指 标备 注 122锚杆根/排6 220锚杆根/排8 3锚固剂（CK2

19、550）块/排14未考虑锚索 4锚固剂（K2570）块/排14未考虑锚索 5金属菱形网片/排110#铁丝 6金属菱形网片/排212#铁丝 7 锚索托盘个/m 8 锚 索根/m 9 钢带片/排 1 2）架棚段支护材料消耗序号名 称规 格 （mm）用 量m3/米块/棚块/米1背板800×150×501015682撑木600×60×60610183木鞋200×150×502754木刹200×60×50/220304295垫板110×100×302176菱形网4400×750顶网5.m2/m7

20、12#矿工钢梁3580mm、腿3081mm8连网丝600100根/棚9铁托盘150×150×10mm块/米11锚 杆 20×2000mm根/米12锚固剂CK2550根/米13菱形网2900×750帮 网m2/m14坑 木理想状况15梯型钢带托盘长300mm块m第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方案1）143下01轨顺开门及交岔点施工方法：143下01轨顺从143上01运顺内开门，开门处交岔点范围内为锚网带支护。1、首先将143上01运顺开门点向西约8米进行挑顶，挑顶后顶板高度与开门点顶板高度一致，挑顶平均高度约800mm。挑顶施工时先在143上01

21、运顺开始挑顶位置垂直巷道方向均匀布置3根锚索，将锚索紧固好后再进行挑顶施工。2、挑顶施工时先采用掘进机切割浆皮，用长柄工具敲帮问顶后，工作人员站在安全地点用风动扳手卸掉锚杆帽，拆除原来支护钢带，然后用掘进机切割顶部。将外露超长锚杆、锚索截断或用掘进机切割头将其弯曲，支护时固定在巷道顶板上。3、挑顶施工时采用掘进机进行切割、出煤，支护方式采用锚网带支护。断面同实体煤支护断面。4、挑顶施工时，每次施工一排，挑顶后顶、帮应及时支护。5、挑顶区段钢带排距800mm，顶部沿巷道方向布置三排锚索，巷中布置一排锚索其他两排锚索距巷中800mm，锚索间距m。6、开门施工时先用S150J掘进机带转载配合143上

22、01运顺内的80皮带及短溜子向溜煤眼内出煤，掘进机按45°从143上01运顺的北帮切入，按照扩刷6排（大样图中A处）,A处钢带与143上01运顺钢带搭接不小于200mm。扩出小通道断面后，下一步即按小通道的中线及断面支护（支护方式与顺槽相同）要求进行施工。将交岔点内所有的锚索打齐，确认支护安全后，继续向前掘进小通道。7、 向前掘进小通道时，当掘进机转载已不能使用时，这样需摘掉转载，或用5吨葫芦链子将转载吊挂在掘进机后部出煤，逐渐延接、调整小溜子掘进至B处。B处的拐弯采用调整钢带排距的方法进行，施工中钢带的右端排距（面向迎头）按800mm控制，左端排距按350mm控制，这样施工5排后即

23、可拐正、按143下01轨顺的施工中线向前施工。8、开门点及小通道采用锚网支护，排距按800mm执行，2排锚索，锚索间距m，锚索距巷中左右m布置。顶帮锚杆布置与顺槽相同。根据设计要求自开门点以后按3上坡向前掘进50m，然后巷道按5º下扎掘进，巷道底板追上3下煤底板后,沿3下煤底板掘进。9、轨顺开始施工前6m，使用长4.2m的梯形钢带，保证南帮与正常断面南帮一齐施工一皮带电机硐室，支护要求同正常断面。10、为增加143上01运顺与143下01轨顺之间煤柱厚度，与自轨顺起始位置向西50米施工的巷道北帮扎角按10º，南帮扎角按8º执行。11、挑顶施工时及时将废旧锚杆，钢带

24、回收防止进入煤流系统，划伤皮带。12、掘进机拐弯施工时，掘进机两侧严禁站人，防止发生拐弯挤人事故。13、掘进机拐弯施工时,必须设专人看护跟机电缆，防止挤破划伤电缆。2）正常施工区段施工方案：1、本作业规程所施工的巷道采用S150综掘机截割、出煤，施工初期掘进先用掘进机安装转载，配合40t溜子及143上01运顺皮带出煤，随向前掘进逐步加齐装载。施工初期轨顺采用40t溜子及143上01运顺SSJ-80皮带出煤，人工搬运支护材料；后期轨顺安装SSJ-80皮带、通过143下01轨顺的SSJ-80皮带通道40t溜子143上01运顺SSJ-80皮带出煤。施工用的支护材料及其他备件用绞车或皮带运输到施工地点

25、。2、巷道自开门点到143上01停采线实体煤区段采用锚网带锚索联合支护，过143上01停采线后巷道采用架12矿工钢梯形棚顶、帮打锚杆联合支护。二、施工方法：一）锚网带支护施工方法：（一）施工工序：（A）截割、出煤、临时支护、挂网：掘进机按设计要求截割出巷道轮廓，然后找净顶帮危煤，人工窜前探梁，在前探梁上铺金属网，网下放置钢带，用木鞋、木刹把前探梁与顶板刹实，并使钢带紧贴顶板，然后挂帮网，联网。临时支护时，掘进机在迎头，但切割头必须埋入煤中并停机闭锁。临时支护完毕后，撤出人员，用掘进机适量出煤，然后后退掘进机到安全地点（掘进机距迎头35m）。（B）打注顶部、帮部锚杆：用单体锚杆钻机和风煤钻打顶帮

26、锚杆孔、清孔，将锚固剂装入孔内，并用串好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推到孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与钻具连接，开动钻机搅拌锚固剂。顶部锚杆停20秒，待锚固剂凝固后继续开动锚杆钻机紧固螺帽，直至将螺帽上的阻尼片或销钉破坏、塑料垫圈压扁挤坏并达到设计预紧力后，方可撤下钻机。帮部锚杆停20秒待锚固剂凝固后，使用气扳机紧固锚杆螺帽，直至将螺帽上的阻尼片或销钉打断、塑料垫圈压扁挤坏、达到设计预紧力后，方可撤下气扳机。（C）锚索打注：根据提供的地质资料，本巷道实体煤区段3上煤厚度为m，3上煤与3下煤夹矸厚1.8m，3下煤据此计算，锚索的锚深应不小于：+1.8+4.2)-3.2（巷高）+1.0（锚入岩层度）=

27、9m。锚索长度取m，锚深不低于9m。锚索打注时可滞后迎头4m。施工时用锚杆钻机钻孔，清孔后将锚固剂放入孔中，用锚索将药卷推入孔底。锚索末端通过连接套与钻具相连，开动钻机将锚索推到孔底，搅拌20秒后，停机20秒，然后撤下锚杆钻机。锚索打注10分钟后，对锚索上专用托盘、弧形垫圈、锁具；然后涨拉预紧，预紧力以压平弧形垫圈为准。（二）工艺流程图： 停机停电停水 撤人复电开机开水 敲帮 问顶 截割 移前探梁安全检查 铺网上钢带 出煤运料 临时支护 撤人复电 开机开水 下一循环 打注顶帮锚杆锚索 紧螺帽,质量控制 敲帮 问顶 截割出煤运料停机停电停水二）架棚锚网联合支护施工方法：1、按设计要求截割出巷道轮

28、廓，然后找净顶帮危煤，采用前探梁进行临时支护，人工及时窜前探梁，上棚梁，在棚梁上面均匀布置6块背板，再在背板上面铺金属网，找好施工中线，用木鞋、木刹把前探梁与棚梁刹实，将顶板接实；最后上紧顶部两道抗棚器。2、每根前探梁用两个卡子固定，前探梁采用10#的槽钢对焊制成，全长。卡子采用20mm圆钢加工制成。最大控顶距离迎头中部1.1m，两肩窝。3、挂帮网、打注两帮上部锚杆：临时支护后，挂帮网，用风煤钻打两帮上部第一根、第二根的锚杆孔，清孔，清空完毕后，将第一块锚固剂装入孔中，用锚杆将锚固剂推入孔底，然后再用同样方法将第二块锚固剂推入至第一块锚固剂后端，最后将串好托盘的锚杆慢慢插入孔中。锚杆外端通过螺

29、帽、连接套与钻具连接，开动钻具搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚杆推入孔底，锚杆托盘紧贴煤壁。然后使用风动扳手将锚杆紧固到设计预紧力。4、出煤、栽腿、打注帮部下部第三根锚杆：掘进机出煤后栽腿，用木刹把工字钢棚腿与背板刹实。上紧两帮的两道抗棚器。然后用风煤钻打两帮下部第三根锚杆孔，帮下部锚杆可滞后迎头4棚打注，锚杆打注方法同3。5、打眼机具： 采用风煤钻、锚杆钻机打注锚杆，风源来自地面压风机房。打顶时使用直径28mm的钎花，先用长的B19短钎打眼，然后再用长m的B19钎子套打；打帮钎花直径为28mm，配合长的B19钎子打帮部锚杆孔。6、迎头进行临时支护、打注帮部锚杆时，掘进机司机必须断开掘进机主

30、令箱上的电气紧停开关，其他各种操作手柄或按钮恢复到零位，同时将掘进机司机操作侧的紧急停止按钮闭锁，并将截割头放入迎头的煤堆中，掘进机司机确认安全后，方可通知人员进入迎头工作。7、施工顺序及工艺流程 第二节 截割岩（煤）顺序锚网带断面切割示意图架棚断面切割示意图 第三节 管线及轨道敷设在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔2m一个。水管要接口严密，不得出现漏水现象。风水管距迎头20m范围内分别使用Ø19mm高压胶管和Ø10mm高压胶管，再后20m 外分别使用Ø32mm高压胶管和Ø25mm高压胶管，（考

31、虑掘进机的前进后退问题），巷道内使用Ø 108mm钢管供水，每50m安设一组支阀；Ø 108mm高压塑管供风，Ø 108mm钢管排水；各管路要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于10m。一般轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定，轨距误差不大于5mm，不小于2mm；轨道接头间隙不超过5mm，接头轨面错差不大于2mm；轨枕间距不大于700mm，构件齐全紧固有效。第四节 设备及工具配备1、设备及工具配备情况表 序号设备工具名称型 号 规 格单位数量备 注1绞 车JD-25kW部32水 泵W台13变压器KBSGZY-630/6

32、台24高防开关BGP6A台15除尘风机ZZJC-A台16激光指向仪BJZ台17真空配电开关KBZ-400/1140台18局 扇2BKJ-NO 台12×11kW9掘进机S150J台110皮带机SSJ800/2×40部21140t溜子SGB620/40T部112风煤钻MQS30B部213风扳机MQS30B MI-3802部214锚杆钻机MTQ120部2第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用每天“四六”制（一天四班，每班六小时）组织生产，一个检修班，三个生产班。 附劳动组织表 工 种出 勤 人 数延 续 时间备注计123456运输机司机22228检 修 工

33、77掘 进 机 司 机11114推车、 摘 挂 钩66机 电 维 修 工111811支 护 工66618验 收 员1113绞 车 司 机44运 料 工2226班 长22228合 计1515153075第二节 循环作业图表 正规循环作业图表 第三节 主要技术经济指标技术经济指标表顺序项 目单位指标备 注1每循环在册人数人152每循环出勤人数人133出 勤 率%4循 环 进 度m5效 率m/工26月 循 环 次 数个6307月 进 度m3408循 环 率%909矿工钢kg/ m503每米巷道12#矿工钢用量1020×2000mm锚杆根/m11锚固剂块/m（CK2550）12金属菱形网片/

34、m10#铁丝13金属菱形网片/m10#铁丝14铁托盘块/m515背 板块/m2016 撑 木根/m15 17 木 刹块/m3018 垫 板块/m 第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在十四采扩大区轨道巷1#联交叉点北帮处的新鲜风流中。1、 掘进工作面风量计算：Q掘面=60×V×S×Kt =60×××1.10= m3/min式中: S-掘进巷道的净断面积，按架棚断面取1m2；Kt2、 风量验算：j按CO2、CH4涌出量验算：Q掘面100×q 掘×K掘通=100×

35、5;1.6=m3/min式中: q CH4-掘进工作面的CH4绝对涌出量 取m3/min K掘通-掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数的风量系数，取 k按人数验算：Q掘面4×N=4×35=140m3/min式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，取35人。3、 局部通风机选型：局部通风机的选型，应根据掘进工作面的需要风量，考虑局部通风距离、风筒直径、风筒质量、管理等因素，按下式计算： Q局=K1×Q掘面5×2=m3/min式中：Q局掘进工作面局部通风机的吸风量,K1风筒漏风系数，取根据计算，选用2BKJNo（2×11千瓦）型局部扇风机。4、局部通风机安

36、装地点需要风量为满足局部通风机吸风量和局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速符合煤矿安全规程第一百零一条的有关规定，局部通风机安放地点的需要风量按下式计算：Q掘=Q局+9×S=+9×m3/min 式中: Q局局部通风机的吸风量，取 m3/minS-局扇安放地点到回风口间的最大巷道断面。取12m2经过验算，选择2BKJNo/2×11型局部扇风机, 局部通风机安设在十四采扩大区轨道巷1#联交叉点北帮处的新鲜风流中。风筒直径为600mm。本巷道通风系统采用双风机、双电源，即一台风机正常使用，另一台风机随时备用。5、风电闭锁：线路控制式风电闭锁，停风后能切断施工巷

37、道内所有非本质安全型设备电源。6、通风系统新鲜风流：副井东轨石门东翼轨道大巷十四采扩大区辅助轨道巷十四采扩大区轨道巷局部通风机迎头。回风风流：迎头143下01轨顺143s上01运顺十四采扩大区皮带巷141岩集轨十四采区回风上山北翼总回风巷北风井。通风系统示意图第二节 压风路线风源来自地面压风机房，自副井经井底车场、东轨石门、十四采扩大区车场、十四采扩大区运输机巷、十四采扩大区运输机巷1#联、143上01运输顺槽接入143下01轨顺迎头。迎头风压最小为0.45 MPa。第三节 防尘系统防尘水源来自地面水池静压水，自副井经井底车场、东轨石门、十四采扩大区车场、十四采扩大区运输机巷、十四采扩大区运输

38、机巷1#联、143上01运输顺槽接入143下01轨顺迎头。在迎头50m外安设一道全断面水幕。距迎头100m内设两道能封闭全断面的水幕，采用湿式打眼，截割喷雾、转载点喷雾、消防支管冲刷煤帮、除尘风机等综合防尘措施。1. 定期对掘进巷道进行冲尘，并清除堆积的浮煤。2. 掘进机喷雾装置良好，不堵塞，雾化效果好。3. 掘进机进水管路前端安设不低于120目的水质过滤器，并跟机行走。4. 供水管每50m安设一组闸阀。5. 过滤器质量可靠并可反冲洗。6. 掘进工作面防尘管路上的压力表距工作面不大于300m。7. 除尘风机吸风口距截割头不得大于5m。防尘系统示意图第四节 防灭火本巷道防火的重点是防设备、机械摩

39、擦生热、缆线、立方米的沙箱、沙子和干粉灭火器。当出现小范围火灾时可使用灭火设施直接灭火。当出现大范围火灾不能直接灭火时可使用控制风流、调节风流来控制火势的蔓延。防火水源是地面向井下提供的工业用水，防火水源与防尘水源一致。第五节 安全监测监控矿井配备一套完善的监测系统一、便携式甲烷监测仪的配备和使用：1、区队长下井时必须携带便携式甲烷氧气两用仪，对巷道内的甲烷进行监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷-氧气两用仪，并把常开的监测仪悬挂在掘进工作面35m范围内回风流一侧，当报警时，停止工作，并进行处理。3、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须

40、携带便携式甲烷监测仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、安全监测监控装置：1、掘进工作面监控传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为%，断电浓度为1.0%，复电浓度为小于%。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。掘进工作面回风流监控传感器安设在距回风口10-15m回风流的巷道内，当CH4浓度%时，断掉掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。2、风电闭锁：采用电路控制式风电闭锁，停风后能切断掘进巷道内所有电源。3、一氧化碳检测装置安装在距回风口10

41、-15米的回风流中, 当CO浓度24PPm时报警,一氧化碳检测装置型号P2130KP（备用型号GT500(A)）第六节 供电系统电源来自十四采扩大区变电所，供电方式为集中供电，经移动变压器用不同型号电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆钩每两米一个。配电点设置在距开门点100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。供电系统供电系统：十四采区扩大区变电所十四采扩大区轨道巷十四采扩大区轨道巷1#联143下01轨顺迎头。第七节 排水路线排水系统：迎头积水经排水泵143下01轨顺14上301运输顺槽十四采扩大区运输机巷1#联十四采扩大区运输机巷十四采扩大区车场东轨大巷井底水仓井底

42、泵房地面。第八节 运输路线运料系统：由副井井底车场东轨大巷十四采扩大区辅助轨道巷十四采扩大区轨道巷十四采扩大区轨道1#联14上301运顺143下01轨顺迎头。运煤系统：由迎头143下01轨顺溜煤眼十四采扩大区运输机巷溜煤眼东皮大巷主井地面。第九节 通讯系统1、 本工作面安设的 ，能够直接和主副井绞车房、井底车场、运输调度室、 采区变电所、上下山绞车房、水泵房、带式输送机集中控制硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。2、 掘进工作面距迎头50米范围内必须安装 。优先选用本质安全型 ， 井下 线路严禁利用大地作回路。3、 井下防爆型的通信、信号和

43、控制等装置，应优先采用本质安全型。第七章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防 （一）防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班两次到迎头检查瓦斯,每次间隔35小时，并及时了解工作面有害气体状况，班组长利用便携式甲烷检测仪随时检查瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测仪悬挂在迎头外3-5m处的地点。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；风机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到 时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于3内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理

44、。3、对发生高冒地点，要及时采取封堵措施。防止有害气体积聚（二）防止自燃发火的措施1、巷道严禁堆积浮煤，严禁发生机械摩擦，并且积尘要及时清除。2、凡发生冒高超过2m或空峒体积超过6m3的情况要加强监测，防止积聚热量发火。3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。4、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。（三）水灾预防1、掘进过程中坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。2、备好排水设备，及时排水。3、掘进过程中发现异常情况，要及时向矿调度及工区进行汇报。避水灾路线：迎头143下01轨顺十四采扩大区东边界皮带巷141岩集轨十四采区回风上山北翼总回北风井地面避火

45、灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线：迎头143下01轨顺十四采扩大区轨道巷1#联十四采扩大区轨道巷十四采扩大区辅助轨道巷东轨大巷副井地面避灾路线示意图第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。2、施工时标定好施工中线，严格按线施工。第二节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃

46、风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于10m，以保证迎头有足够的风量。3、局部通风机要正常运转，局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。4、使用局部通风机的掘进工作面，因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。5、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。6、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检

47、查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过0.5%，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。二、防尘管理1、采用湿式打眼；个人佩带防尘口罩。2、掘进机安装喷雾设施、各转载点上的外喷雾，做到开机开水开喷雾，停机停水停喷雾。3、迎头安设两道全断面喷雾，生产时开启，出煤后关闭喷雾。4、迎头30米范围内每天冲洗顶帮一次，迎头5米范围内每班冲洗一次，以冲净积尘为宜。巷道经常清尘，无煤尘积聚现象。5、隔绝煤尘爆炸传播的首排水槽与工作面的距离，必须保持60-200米。6、迎头安设跟机除尘风机，除尘风筒末端距迎头5米，截割时开启。7、供水管选用108mm水管，确保水压水量充足，做到每50米安设一个三通及一个支阀，便于安设防尘设施和洒水降尘。8. 坚持无风或风量不足不生产。 三、防火管理1、电气设备、油脂、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、灭火器灭火。2、因机械摩擦生热、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。第三节 顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业、严禁超割超架。2、施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在临时支护、打眼、安装锚杆过程中应清除危