980m水平胶带大巷(延伸段)作业规程

1、目 录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc294987118 第一章 概 况 PAGEREF _Toc294987118 h 1 HYPERLINK l _Toc294987119 第一节 概 述 PAGEREF _Toc294987119 h 1 HYPERLINK l _Toc294987120 第二节 编写依据 PAGEREF _Toc294987120 h 1 HYPERLINK l _Toc294987121 第二章 地面相对位置及地质水文情况 PAGEREF _Toc294987121 h 2 HYPERLINK l _Toc294987122 第一节

2、 地面相对位置及邻近采区开采情况 PAGEREF _Toc294987122 h 2 HYPERLINK l _Toc294987123 第二节 煤（岩）层赋存特征 PAGEREF _Toc294987123 h 2 HYPERLINK l _Toc294987124 第三节 地质构造 PAGEREF _Toc294987124 h 4 HYPERLINK l _Toc294987125 第四节 水文地质 PAGEREF _Toc294987125 h 4 HYPERLINK l _Toc294987126 第三章 巷道布置及支护说明 PAGEREF _Toc294987126 h 4 HYP

3、ERLINK l _Toc294987127 第一节 巷道布置 PAGEREF _Toc294987127 h 4 HYPERLINK l _Toc294987128 第三节 支护工艺 PAGEREF _Toc294987128 h 7 HYPERLINK l _Toc294987129 第四章 掘进施工工艺 PAGEREF _Toc294987129 h 8 HYPERLINK l _Toc294987130 第一节 施工方法 PAGEREF _Toc294987130 h 8 HYPERLINK l _Toc294987131 第二节 凿岩方式 PAGEREF _Toc294987131

4、h 8 HYPERLINK l _Toc294987132 第三节 爆破作业 PAGEREF _Toc294987132 h 8 HYPERLINK l _Toc294987133 第四节 装、运岩方式 PAGEREF _Toc294987133 h 9 HYPERLINK l _Toc294987134 第五节 管线及轨道敷设 PAGEREF _Toc294987134 h 9 HYPERLINK l _Toc294987135 第六节 设备及工具配备 PAGEREF _Toc294987135 h 10 HYPERLINK l _Toc294987136 第五章 劳动组织及主要技术经济指标

5、 PAGEREF _Toc294987136 h 10 HYPERLINK l _Toc294987137 第一节 劳动组织 PAGEREF _Toc294987137 h 10 HYPERLINK l _Toc294987138 第二节 循环作业图表 PAGEREF _Toc294987138 h 11 HYPERLINK l _Toc294987139 第三节 主要技术经济指标 PAGEREF _Toc294987139 h 11 HYPERLINK l _Toc294987140 第六章 生产系统 PAGEREF _Toc294987140 h 12 HYPERLINK l _Toc29

6、4987141 第一节 通风系统 PAGEREF _Toc294987141 h 12 HYPERLINK l _Toc294987142 第二节 压风系统 PAGEREF _Toc294987142 h 14 HYPERLINK l _Toc294987143 第三节 供水系统 PAGEREF _Toc294987143 h 14 HYPERLINK l _Toc294987144 第四节 防尘系统 PAGEREF _Toc294987144 h 14 HYPERLINK l _Toc294987145 第五节 防灭火 PAGEREF _Toc294987145 h 15 HYPERLINK

7、 l _Toc294987146 第六节 安全监控系统 PAGEREF _Toc294987146 h 15 HYPERLINK l _Toc294987147 第七节 供电系统 PAGEREF _Toc294987147 h 17 HYPERLINK l _Toc294987148 第八节 排水系统 PAGEREF _Toc294987148 h 18 HYPERLINK l _Toc294987149 第九节 运输系统 PAGEREF _Toc294987149 h 18 HYPERLINK l _Toc294987150 第十节 通信、照明、信号系统 PAGEREF _Toc294987

8、150 h 19 HYPERLINK l _Toc294987151 第七章 工程质量控制 PAGEREF _Toc294987151 h 20 HYPERLINK l _Toc294987152 第一节 工程质量标准 PAGEREF _Toc294987152 h 20 HYPERLINK l _Toc294987153 第二节 工程质量控制措施 PAGEREF _Toc294987153 h 21 HYPERLINK l _Toc294987154 第八章 灾害预防及避灾路线 PAGEREF _Toc294987154 h 23 HYPERLINK l _Toc294987155 第九章

9、安全技术措施 PAGEREF _Toc294987155 h 24 HYPERLINK l _Toc294987156 第一节 开口施工及施工准备 PAGEREF _Toc294987156 h 24 HYPERLINK l _Toc294987157 第二节 “一通三防”管理 PAGEREF _Toc294987157 h 25 HYPERLINK l _Toc294987158 第三节 煤与瓦斯突出管理 PAGEREF _Toc294987158 h 28 HYPERLINK l _Toc294987159 第四节 顶板管理 PAGEREF _Toc294987159 h 29 HYPER

10、LINK l _Toc294987160 第五节 爆破管理 PAGEREF _Toc294987160 h 30 HYPERLINK l _Toc294987161 第六节 防治水管理 PAGEREF _Toc294987161 h 34 HYPERLINK l _Toc294987162 第七节 机电管理 PAGEREF _Toc294987162 h 35 HYPERLINK l _Toc294987163 第八节 运输管理 PAGEREF _Toc294987163 h 38 HYPERLINK l _Toc294987164 第九节 三位一体安全确认制度 PAGEREF _Toc294

11、987164 h 45 HYPERLINK l _Toc294987165 第十节 其 它 PAGEREF _Toc294987165 h 48PAGE 50第一章 概 况第一节 概 述 一、概况+980m水平胶带输送机大巷总长1172m，以回风平硐为界分为东、西两段，现已施工完成投入生产。根据生产的需要进行向西延伸，延伸段由我工区继续施工。 二、工程名称一井区+980m水平胶带输送机大巷延伸段。三、巷道用途主要为一井区通风、煤炭运输等使用，为主要运输大巷。四、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：根据地质情况与生产需要而定服务年限：40年以上五、预计开、竣工时间本掘进工作面自2011年6月份开

12、工，预计2012年竣工。 编写依据一、煤矿安全规程、煤矿安全操作技术规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定及相关规程规定。二、发耳矿一井+980m大巷布置平、剖面图三、在施工过程中严格执行“有疑必探，先探后掘”的规定，当探到煤层、构造带时必须编制相应的补充措施。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 平地面标高（m）+1200 +1320井下标高（m）+989地面的相对位置及建筑物地面相对位于曾家寨、彭家寨附近，地面建筑主要有长寨、小寨、大寨等村民住房。井下位置及掘进地面设施的影响+980m水平胶带输送机大巷

13、垂直于回风平硐开口，巷道南侧为+980m水平回风大巷，北侧为+980m水平轨道大巷。邻近采区开采情况目前该矿井正在生产。第二节 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+980m水平胶带大巷已完成1172m并投入生产，延伸段设计长度根据地质情况与生产需要而定。整个巷道需穿过5-2、5-3、7#等煤层。各煤（岩）层赋存特征阐述如下：根据矿开采情况和现有资料可知：5-2煤层，顶底板均为泥岩，煤层为黑色，块状，玻璃光泽，由亮煤、暗煤镜煤及丝炭组成，属半暗-半亮型煤。煤下部有两层薄煤，无开采价值，煤1内生节理发育，见眼球状断口，含条带状黄铁矿结核；煤2有参差状断口。夹矸:炭

14、质泥岩,黑色,水平层理,薄层状,含条带状黄铁矿结核,富含植物碎屑瓣鳃类化石。5-3煤层：直接顶为粉砂岩，老顶为细砂岩，地板为炭质泥岩及泥岩。煤有玻璃光泽，由亮煤、暗煤、镜煤及少许丝炭组成，为半暗-半亮型煤。主煤层下有两层小分层，煤1:有梳状断口,底部见条带状黄铁矿结核。煤2:有贝壳状断口，底部0.05m含泥质包裹体，含黄铁矿结核，为劣质煤。夹矸：为灰黑色炭质泥岩，水平层理，薄层状，含条带状黄铁矿结核，产植物碎屑化石。7煤层地质情况是区内主要的可采煤层,也是辅助标志层(B辅)；位于煤系的上部,上距5-3煤层底界10.529.0m，平均21.63m；下距10煤层顶界5.520.5m，平均10.79

15、m。该煤层见煤点共63点，煤层总厚1.003.43m,平均2.33m，一般2.002.60m；大于1.30m占90%；大于2.00m者占68%；大于2.00m者分布于井田东西两区域。有益厚度1.003.06m，平均2.20m。可采性指数为100%、煤层的变异系数为23.7%，属稳定型煤层（表3-10）。 表3-10 7煤层厚度稳定性评价表 项目煤层总厚厚 度 有 关 数 值煤层稳定性评述两极值平均值（点数）（m）可 采情 况厚度分布比例稳定指标评述Km(%)(%)总厚度(含矸石)1.003.432.33(63)大部可采1.001.30m占10%，1.302.50m占22%，2.00m占68%。

16、10023.7稳 定7煤层为简单至较简单结构，含矸石占41%，含矸12层，绝大多数含矸1层，一般位于煤层中部，矸石总厚0.070.89m，平均0.30m；含矸点主要横向分布在井田中部；据勘探统计岩性为泥岩，偶见粘土岩。该煤层的直接顶板以粉砂质泥岩为主，其次是泥质粉砂岩、泥岩，少数为粉砂岩、细砂岩；未见伪顶。直接底板以泥质粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩为主，其次是细砂岩，少数点见粉砂岩；偶见伪顶，岩性为泥岩。综上所述，7煤层层位稳定，全区发育，属全区可采的稳定型中厚煤层。控制程度高(表3-11)，煤层对比可靠，煤层厚薄区域划分较清楚，该煤层与1、3煤层同属本井田最主要可采煤层。 表3-11 7煤层控制

17、程度表(以总厚度统计) 穿过点数 64 点可采系数可 采点 数不可采点 数断 缺点 数沉 缺点 数可采点数总点数缺失点数630101007煤层瓦斯可燃物瓦斯含量为7.0021.11ml/g，平均12.97ml/g；煤的瓦斯含量为5.2516.12ml/g，平均9.45ml/g；瓦斯成分：CH4为67.9898.39%、平均91.09%；CC为0.352.48%、平均1.01%；CO2为0.161.92%、平均1.14%；N2平均2.44%。其它煤层赋存特征详见附图：煤层综合柱状图二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数本区属于高瓦斯区域，以前小窑曾发生过瓦斯爆炸事故，煤尘亦有爆炸的可

18、能性，施工过程中要严格管理好瓦斯，并定期洒水降尘。生产过程中要采取防治瓦斯和防止煤尘爆炸专项措施，同时要进行瓦斯等级鉴定。第三节 地质构造+980m水平胶带输送机大巷地表大部分为旱地（季节性播种农作物），无大型建筑物、铁路、公路，亦无地表河流、水体；地面地表山地标高在+1050m从现有的资料分析，面内地质构造简单，但由于该地段勘探程度较低，施工过程中地质人员应随时收集和掌握地质变化情况，如有异常及时采取有效措施，以确保施工安全。第四节 水文地质因+980m水平胶带输送机大巷相关的水文地质资料不很详细，只能根据已施工结束的+980m水平胶带输送机大巷、+980m水平轨道运输大巷、+980m水平回

19、风分析，初步判断本区内的水文地质情况属于简单型，但裂隙发育地段淋水可能较大，施工过程中应注意防治水；又由于该地段离地表较近，不排除有积水的可能，故施工时一定要给予重视，施工时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的施工原则。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置+980m水平胶带输送机大巷以回风平硐为基准，分东西两翼，施工完成1172m并投入生产，现根据生产需要继续延伸,延伸段巷道全为平巷。详见附图：+980m水平胶带输送机大巷延伸段平面布置图 第二节 支护设计一、巷道断面+980m水平胶带输送机大巷断面形状为拱形，巷道净宽4000mm，巷道净高3500mm，起拱线距底板1500mm,设计喷射混凝

20、土厚度100mm。断面积为：S掘 = 13.6 m2； S净 = 12.3m2。 详见附图：+980m水平胶带输送机大巷支护断面图。 二、支护方式1、临时支护根据目前掌握的顶板情况，采用前探梁、金属网、背板（厚度不小于5cm，宽度不小于20cm，长度较巷道宽度小50100cm）作为临时支护，特别是在过地质构造带、顶板破碎带、顶板有淋水等情况下，必须正确使用好前探梁。前探梁用直径不小于76mm的钢管制作，两头各钻2个小眼孔，长度不小于4.5m；吊环使用20mm的锚杆与螺帽焊接加工而成。前探梁间距以顶板支护锚杆间距为准，用吊环吊挂固定，每根前探梁不少于3个吊环，吊环用配套的锚杆螺母固定（吊环上满螺

21、帽丝扣），锚固力不小于64千牛 /根，前探梁穿过吊环抵到迎头（前端距迎头不大于0.5m），前探梁与吊环间使用木楔楔紧，前探梁上方铺放金属网（联好），并用长木板或道木接实顶板；顶板未永久支护前的所有作业必须在前探梁的临时支护下进行，开口前5米可不使用前探梁。详见附图：前探梁支护示意图 2、永久支护巷道设计采用锚网喷联合在顶板完整、无地质构造带的条件下锚（网）喷在过地质构造带、顶板破碎、有淋水时，依据现场情况制定补充安全技术措施。三、支护参数计算：1、按悬吊理论计算锚杆参数：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

22、锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05其中：H岩 =B/2f= 4.2（25）= 0.42(m) H煤 =B/2f= 4.2（24）= 0.53(m)式中：B 巷道开掘宽度，取4.2m；f 岩石坚固性系数，粉砂岩取5，煤取3；则 L岩=20.42+0.5+0.05=1.1.39L煤=20.53+0.5+0.05=1.61（m）2、锚杆间距、排距计算，通常间排距相等，取a：a =式中： a 锚杆间排距，m； Q 锚杆的锚固力，KN/根H 冒落拱高度，取0.42R 被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；K 安全系数，一般取K=2；a =5

23、0(20.4225.48)1/2=1.52(m) 序 号断面型号锚杆规格（）间、排距（）结 论11-1202000mm800800附合要求经验算，+980m水平胶带输送机大巷锚杆间排距为800800mm，锚杆为高强度锚（网）喷第三节 支护工艺一、支护材料：采用6.5mm焊接而成。规格：长宽=15001000mm；网格为150100mm的矩形网片。3、喷射砼：山砂、碎石（粒径小于20mm）、水泥PO.32.5、速凝剂掺合为35%。二、锚杆安装工艺锚杆安装前先进行铺网。铺网前，首先按照中线和施工设计严格检查巷道断面规格，网与网之间不符合作业规程要求时必须先进行处理；要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情

24、况，找掉活矸、危岩，三位一体确认后方可开始铺网工作。1、打锚杆眼锚杆眼的位置要准确，眼位误差不超过100mm，眼向误差不得大于15，施工过程中应严格控制锚杆的间排距，验收员必须按照设计的间排距要求预先画好眼位。打眼按由支护侧向未支护一侧的顺序进行。帮部可用风钻配用锚杆眼。2、安装锚杆安装前，应先进行扫眼工作，当吹尽眼孔内的粉尘后，先将锚杆杆体送入，查看锚杆孔是否够深和有无变形。当锚杆能顺利的送入孔内后，取出锚杆杆体，把树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，从钢筋网外面穿锚杆，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上托盘，拧上螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动杆体旋转

25、将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度。20秒后，再次开启锚杆钻机，拧紧螺帽给锚杆施加预紧力，使钢筋网紧贴岩面，三、支护材料每米用量见本规程第五章第三节“主要经济技术指标表。第四章 掘进施工工艺第一节 施工方法巷道掘进采用全断面一次成巷的施工方法，破岩方法为中深孔光面爆破法，出矸采用P-120型耙斗装岩机配合固定式矿车运矸。巷道施工采用激光指向仪定位。第二节 凿岩方式湿式打眼，打眼机具为YT-28型凿岩机。风源来自地面压风机房。第三节 爆破作业一、炸药、雷管：炸药为安全等级不低于级的煤矿许用乳化炸药，雷管为煤矿许用15段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130ms。

26、二、装药方式：正向连续装药三、起爆方式：正向起爆，全断面一次装药，一次起爆；联线方式为串并联。起爆使用MFd200型发爆器。四、炮眼布置正常情况布置57个炮眼。掏槽眼：垂直楔形掏槽法。3对掏槽眼对称巷道中线并向下布置，取掏槽眼排距为450mm，眼底距离200mm，与工作面夹角73，通过计算得眼口距离为1400mm。扩槽眼：扩槽眼布置1个。三圈眼：三圈眼按巷道中线对称布置9个，眼距450mm。二圈眼：二圈眼按巷道中线对称布置布置11个，眼距600mm。周边眼：根据目前掌握的围岩硬度情况，周边眼共布置炮眼21个。其中拱部眼15个，帮眼6个，眼距400 mm；周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度1002

27、00mm，眼痕率达到60%以上。底眼：8个，眼距550 mm。水沟眼：1个。 炮眼布置、爆破说明书详见附图第四节 装、运岩方式一、装岩方式巷道掘进施工中，采用P-120型耙斗装岩机装岩。耙斗装岩机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度：固定在煤层内为1200mm以上，岩层为1000mm，坚硬岩层为800mm，固定楔的孔深度不小于800mm。耙斗装岩机簸箕斗距迎头距离不小于8m，不大于45m。二、运输方式1、工作面至地面运输主运输采用CDXT-8蓄电池式电机车配合固定式矿车，辅以人工推车、绞车将矸石运送到+980m轨道大巷。2、轨道大巷至1#副斜井井口段

28、运输轨道大巷到1#副斜井井口主运输采用CDXT-8蓄电池式电机车配合U型矿车运输，其此段运输由运输工区专业运输队伍进行运输。第五节 管线及轨道敷设耙斗装岩机通过四个卡轨器固定在轨道上，机尾由耙斗装岩机支腿与用钢丝绳吊挂固定。详见本规程第八章相关内容。第六节 设备及工具配备设备及工具配备情况简表序号设备工具名称型号规格功率单 位数量备 注1局部通风机BDJ60-6.7A230KW台22耙装机P-12055KW台13喷浆机PZ-5B5.5KW台14风 钻YT-28台45锚杆机MQT-110CM台26帮锚机MQTB-60/1.5台17风 镐G10台28绞车JD-2525KW台19第五章 劳动组织及主

29、要技术经济指标第一节 劳动组织巷道施工采用“三八”作业制组织生产，实行正规循环作业；循环进尺1.80m，日进尺3.60m。劳动组织见下表。劳 动 组 织 表工 种出 勤 表早中夜合计打眼工3339爆破工1113喷浆工1113扒装司机1113安注锚杆工2226班长2226绞车司机1113信号工1113把钩工1113质量验收员1113机电修1 113合计16161648第二节 循环作业图表迎头施工根据劳动组织合理配备人员、安排工序，尽量平行作业，充分利用时间，提高工时利用率。正规循环作业图表见后附表。第三节 主要技术经济指标见下表 ：技 术 经 济 指 标 表序号项目单位指标备注1在 册 人 数人

30、482每天出勤人数人363出勤率%754循环进尺m1.85效率m工0.16月循环次数个60按30天/月7月进尺m1088循环率%83.39炸药消耗kg/m18.63矿用三级乳化炸药10雷管消耗个/m32毫秒延期电雷管11坑木消耗m3/m0.0512锚杆消耗套/m17高强度左旋无纵筋13树脂锚固剂条/m17快速第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风，风筒选用800软质抗静电阻燃风筒。一、掘进工作面风量计算：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。(一) 按

31、瓦斯涌出量计算Q掘 =100 q瓦掘ik掘瓦i （m3/min）式中： Q掘 掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）；Q瓦掘i 掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，取1m3/min；k掘瓦i 掘进工作面瓦斯涌出不均匀的风量系数，取1.6；Q掘 =10011.6=160 m3/min(二) 按炸药量计算Q掘 = 25Aa （m3/min）式中：Aa 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取最大炸药用量Aa=21.6kg；251kg炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min；Q掘 =2521.6=540 （m3/min） (三) 按人数计算 Q掘 = 4n （m3/min）式中：n 掘进工作面同时工作的最

32、多人数，取11人。Q掘 = 411=44 (m3/min)经过以上计算，拟选用FBDY6.3/230型对旋隔爆轴流式局部通风机，吸入风量在260m3/min630m3/min之间，功率为230KW，符合通风要求。二、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量Q15S （m3/min）式中：S掘进工作面的最大断面积，13.6m2 Q取局部通风机最小吸入风量260m3/min260m3/min 1513.6=204 (m3/min)（二）按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量Q 240S （m3/min）式中：S 掘进工作面的最小断面积，12.4m2 Q取局部通风机最大吸入风量

33、630m3/min630m3/min 24012.4= 2976（m3/min） 通过以上计算及验算，选择FBDY6.3/230型对旋隔爆轴流式局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定，现场安装两台同种型号的局部通风机，一台使用一台备用，两台风机必须可以自动切换。三、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机安设在+980m轨道大巷防突风门以外的新鲜风流中。 2、通风系统：新风：地面+980m水平轨道大巷四号联络巷迎头乏风：迎头四号联络巷+980m水平回风大巷详见附图6：+980m水平大巷延伸段施工生产系统图。（示意图）第二节 压风系统风源来自地面压风机房，经1

34、#副斜井、+980m水平轨道运输石门、+980m轨道运输大巷、四号联络巷至迎头。地面风压为0.8 Mpa。压风系统：地面压风机房1#副斜井+980m水平轨道运输石门+980m轨道运输大巷四号联络巷+980m水平胶带大巷迎头。详见附图：+980m水平胶带大巷延伸段生产系统图。第三节 供水系统水源来自地面水池，经1#副斜井、+980m水平轨道运输石门、轨道运输大巷、四号联络巷、胶带运输大巷至迎头。地面水池1#副斜井+980m水平轨道运输石门+980m轨道运输大巷四号联络巷+980m水平胶带大巷迎头第四节 防尘系统水源采用供水系统，施工巷道内每50m设三通一个。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾

35、、扒装前洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。防尘水幕距工作面距离不得大于50m。放炮必须使用水炮泥。巷道内水幕装水炮泥水针冲刷岩帮水管第五节 防灭火本掘进巷道防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。消防库应备足沙子、灭火器等灭火材料和铁锨、水桶等灭火用具，防火水源来自地面水池，经1#副斜井、+980m水平轨道运输石门、轨道运输大巷、四号联络巷、胶带大巷至迎头。防灭火系统：地面水池1#副斜井+980m水平轨道运输石门轨道运输大巷四号联络巷迎头第六节 安全监控系统一、矿井安全监控系统及监控设备1、本掘进工作面必须安装矿井安全监控系统，并入矿井安全监控系统，调度室监控队负责监控系统及设备

36、的管理和维护。2、监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。3、安全监控系统必须具备断电仪、风电甲烷闭锁装置等的全部功能；系统具有防雷电，电网断电下供电，断电和馈电状态监测、报警、显示等功能；安全监控设备必须具备故障闭锁功能。4、安全监控设备的供电电源必须取自控制开关的电源侧，严禁接在控制开关的负荷侧。5、因检修监控设备、检修与监控设备关联的电气设备等，需要安全监控设备停止运行时，必须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。二、便携式甲烷报警仪的管理、配备和使用1、工区、技术负责人、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行监测，如有报警

37、现象（甲烷报警点为0.8%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪并随时检查瓦斯，如有报警现象严禁打眼、装药、放炮。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面（迎头）5m范围内回风流侧。当报警时，立即停止作业，进行处理。4、机电维修工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，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。5、公司设专人负责便携式甲烷报警仪的充电、收发及维护。6、局部通风机供电实行“三专”（专用变压器、专用电缆、专用开关）和“两闭锁”(风电闭锁、瓦斯电闭锁)。三、掘进工作面监控

38、设备及线缆使用规定我矿采用重庆梅安森科技有限公司KJ73N煤矿安全监控系统。监控分站型号是KJF86N(16)或KJF86N(08)，监控分站安装在掘进工作面或采煤工作面附近的进风巷内。主要使用两种甲烷传感器：KGJ28A和GJ40A，掘进工作面T1使用GJ40A，掘进工作面T2使用GJ40A。（一）、线缆吊挂和设置1、井下掘进工作面监控线及通讯线缆由监控队负责加线。2、掘进工作面甲烷传感器T2至T1线缆由掘进队维护、吊挂。3、电缆吊挂方式：1）线缆吊挂在电缆钩的最上面，不得与其他线缆缠绕。2）监控、通讯线缆与电力电缆间距100mm。3）监控、通讯线缆不得用铁丝吊挂。4）监控、通讯线缆若吊挂在

39、风水管的一边，必须吊挂在风水管上方300mm的位置。4、掘进工作面迎头耙装机前监控线吊挂在风筒的对帮。5、线缆吊挂过程中，禁止硬拉硬扯监控、通讯线缆。6、掘进工作面甲烷传感器设置：报警值：T10.80%，T20.80%，断电值：T11.20%，T21.00%，复电值：T10.79%，T20.79%。（二）、传感器吊挂1、掘进迎头甲烷传感器T1由掘进队吊挂。回风流中甲烷传感器T2由监控队吊挂。2、掘进迎头共安装甲烷传感器2台，T1吊挂在距迎头5m的位置。回风流中甲烷传感器T2吊挂在距回风出口1015m的位置。3、掘进迎头甲烷传感器T1和回风流中甲烷传感器T2吊挂在风筒的对帮。4、甲烷传感器吊挂位

40、置距帮200mm，距顶300mm。5、风筒开闭传感器由监控队安装。6、除放炮外，甲烷传感器一律吊挂在掘进迎头；放炮时，甲烷传感器T1必须拉到耙装机后面隐蔽起来，防止甲烷传感器被炸坏。7、每天必须对传感器及牌板擦拭一遍，保证传感器的清洁。（三）、瓦斯电闭锁掘进工作面闭锁，断电器闭锁磁力起动器的负荷侧。磁力起动器一般设在掘进工作面附近的进风巷内。掘进工作面甲烷传感器T1、T2瓦斯电闭锁断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。1、掘进工作面瓦斯电闭锁设备有监控队安装，闭锁线缆由监控队铺设，闭锁及断电器搭火由掘进队负责。2、监控队每七天更换一次甲烷传感器，每个星期六下午4点至5点进行瓦斯电闭锁试

41、验。3、闭锁试验期间掘进队必须认真配合监控队完成闭锁试验。闭锁试验以前由掘进电工确认已送电。4、掘进队不得人为改造闭锁开关，使瓦斯电闭锁试验失效。5、若闭锁试验失败，监控队和掘进队必须互相配合，立刻查明原因，保证闭锁功能正常。详见附图：通风、监控系统图。 断电控制示意图第七节 供电系统迎头掘进施工中，供电方式为集中供电，主要电力由井下1#变电所输出,再由工作面临时配电点向工作面各设备供电。 各种电气设备的选型、电压等级、电器保护整定和开关、电缆的配备由机电副区长负责选用和调整，任何人不得随意更改。电气设备、设施需要移动或调整时，供电系统图必须及时调整，使其符合现场要求。 详见：供电系统图第八节

42、 排水系统 排水系统：迎头四号联络巷+980水平轨道大巷回风平硐地面。 详见附图：+980m水平胶带大巷延伸段生产系统图（示意图）第九节 运输系统运输系统：1、煤矸运输迎头四号联络巷+980m水平轨道大巷+980m水平轨道石门1#副斜井地面矸仓。2、辅助运输材料车: 地面1#副斜井+980m水平轨道石门+980m水平轨道大巷四号联络巷迎头。由于四号联络巷为斜巷，因此辅助运输在胶带大巷与四号联络巷交叉处安装一台25Kw的绞车进行提升。型号JD-25；配用18.5 mm的钢丝绳，容绳量400m；功率25kw；最大绳速1.2m/s，最小绳速0.6m/s；净拉力16KN。绞车安全系数验算公式：Fjma

43、xWg（sin+f1cos）+q L g(sin+f2cos)式中：W：绳端载荷；g：重力加速度，9.8m/s2；：产生最大拉力处倾角；f1：车辆与轨道的阻力系数，取0.015；f2：钢丝绳运行中的阻力系数，取0.15；q：钢丝绳单位长度的质量，24.5mm钢丝绳为2.165 kg/m，21.5mm钢丝绳为1.658kg/m，18.5mm钢丝绳为1.218kg/m，15.5mm钢丝绳为L：产生最大拉力到滚筒切点的钢丝绳长度；选用JD-25型绞车，钢丝绳绳径18.5mm，P破219KN，值地测科提供为180，JD-25型绞车的额定平均拉力为16KN，L值地测科测量为22m；Fjmax=Wg(si

44、n+f1cos)+qLg (sin+f2cos)=31509.8(sin18+0.015cos18)+221.2189.8（sin18+0.15cos18）=31509.8(0.309+0.0150.951)+221.2189.8（0.309+0.150.951）=9979.19+118.604=10097.794N6.5式中：Fjmax绞车所承受的最大静张力，NW1.5T固定式矿车装满矸石时的自重，W=3150g重力加速度，取g=9.8N/kg斜井倾角，=18f1车运行阻力系数，矿车或其它种类容器轨道上运行阻力系数(0.010.015)，取f1=0.015f2钢丝绳在运行中的阻力系数(0.1

45、00.15)，取f2=0.15P钢绳每米自重，18.5mm绞车钢丝绳公称质量P=1.218kg/mL提升斜长，取L=22故绞车最大静张力满足要求。经验算上述绞车及其钢丝绳均能安全使用。详见附图：+980m水平胶带大巷延伸段生产系统图（示意图）第十节 通信、照明、信号系统1、通信：本掘进面安设一部内部生产电话。电话要安设在距耙斗装岩机后不大于10米位置处且并入矿通讯系统能够直接与地面调度室、工区值班室、各工作面等地点相互联系。2、照明：耙斗装岩机、绞车、斜巷上下车场摘挂钩处安设照明灯，照明电压等级为127V。3、信号：各部绞车、把钩处设置双向对打声光信号。绞车提升信号规定：一停、二提、三松。第七

46、章 工程质量控制第一节 工程质量标准锚网喷工程质量标准（表中单位均为mm）基本项目检验项目合格（误差）优良（误差）净宽：中线至任一帮距离0+1500+100净高：腰线至顶板、底板距离0+1500+100喷层厚度90%设计值允许偏差 项目允许偏差1表明平整度502基础深度10%说明：（1）锚杆安装牢固，托盘紧贴岩面，未接触部位必须楔紧。（2）锚杆的锚固力不小于64KN。（3）锚杆间排距为800800mm，误差为+100mm，根据巷道断面大小，每排布置13套锚杆。（4）锚杆孔深度为2000mm,误差为0+50mm。（5）锚杆方向与巷道轮廓线的角度为7590之间。（6）锚杆外露长度为3050mm。（

47、7）锚杆每300套必须进行一组抗拔力试验，每组试验不得少于3套，锚固力不得小于64KN。（8）铺设钢筋网时，网与网之间搭接长度不得少于100，绑扎间距为200，绑扎必须牢固。（9）、喷浆厚度为100mm。（10）、每次进行永久支护前必须，验收员必须检查巷道毛断面尺寸，不得出现严重的超欠挖现象。（11）巷道掘进规格允许偏差：宽度，中线至任一帮距离，合格：50200，优良：0200；高度，合格：50250，优良：0250。第二节 工程质量控制措施 1、所有下井使用的材料及工具，必须对照产品说明书及标准进行检查，经检查符合现场使用要求后才可入井使用，否则不得入井使用。2、施工过程中严格按中线施工，每

48、次打眼施工前必须由当班验收员按照地测科给定的中线画好巷道施工轮廓线，以保证巷道施工尺寸控制。3、每次放炮后进行锚网支护前必须严格按照设计标准检查巷道各尺寸，不符合标准处严格按标准尺寸进行处理，只有巷道各尺寸均符合要求后才可进行锚网支护。4、掘进巷道每次打眼时必须严格按照巷道顶板坡度进行打眼，不符合规定的炮眼必须重新补打合格，且不符合标准的炮眼严禁装药爆破。5、锚杆、锚索眼施工眼的位置要准确，锚杆眼保证间排距800800，眼位误差不超过100mm；眼垂直于巷道轮廓线，误差不得大于15，施工过程中应严格控制锚杆及锚索的间排距，验收员必须按照设计的间排距要求预先画好眼位。打眼按由外向里，先顶后帮的顺

49、序进行。顶部眼使用专用锚杆钻机。6、安装锚杆安装前，应先进行扫眼工作，当吹尽眼孔内的粉尘后，再将锚杆杆体送入，查看锚杆孔是否够深及有无变形。当锚杆能顺利地送入孔内后，取出锚杆杆体，用锚杆把树脂锚固剂送入眼底，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上托盘，拧上螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度。10秒后再次开启锚杆钻机，拧紧螺帽给锚杆施加预紧力。锚杆托盘应紧贴岩面，锚杆外露长度为3050mm。7、锚索安装方法（1）当巷道按设计要求支护合格以后，用锚杆钻机配合组合钻杆湿式打眼，打完眼后，用压风将眼内残渣吹

50、净。（2）安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为宜，不合格的严禁使用。（3）用棉纱将锚索固定段的水、煤粉等擦干净。（4）两人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送入孔底。安注药卷时，不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防止注入过程中捅破锚固剂影响锚固质量，每根锚索使用2节CK2570树脂锚固剂。（5）锚索下端用锚杆钻机配锚索专用锚锤搅拌锚索。应边推进边搅拌，前半程慢速搅拌，后半程快速搅拌，搅拌时间在1020秒，确保搅拌均匀。（6）至少10分钟后，装上托盘、索具，并用锚索机将托盘紧贴岩面。四、喷 浆1、准备工作（1）检查锚杆安装是否符合设计要求，发现问题要及时处理。（2）清

51、理喷射现场杂物，检查巷道规格是否符合设计并处理欠挖部位，接好风、水管路，输料管路要平直，不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。（3）检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。（4）喷射前，先用高压风、水冲洗岩面上的爆破粉尘和岩体节理中的断层泥，以保证混凝土与岩面牢固粘结。（5）在巷道顶、帮应安设喷厚标志，进行拉线喷浆。（6）喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射砼工艺要求喷枪头与受喷面应尽量保持垂直，距离以0.81.0m为宜。喷射时，喷浆机的供风压力为0.3MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，C20

52、砼重量配合比为水泥：砂：石子=1：1.75：1.75，水灰比在0.40.5之间。速凝剂的掺量为水泥重量的3%5%。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，做到喷射出的湿砂浆无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度2030mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面后再复喷，复喷后的厚度达到设计要求的100mm。3、喷射工作喷射前应先将巷道洒湿。喷射工作开始时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射混凝土时应按照由下及上、由外及里的顺序。一次喷射完毕，应立即收集回弹料。当班喷射工

53、作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或砂料。喷浆机运转时，喂料由23个人操作，喂料人员将料加入料斗，做到连续均匀，快慢适当，减少粉尘飞扬。多人喂料时要相互协调，注意对方铲起铲落，做到自保、互保、联保，保证安全操作。喂料人员要根据喷射要求控制好速凝剂的掺入量，并及时将料筛上的大块骨料取下。喂料停机后，要待料腔、料管内的余料全部吹净后再停机，并将喷浆机内外清理干净。严禁喷浆机倒转和长时间孔运转。操作人员要密切注意起运转情况，如发现漏风、跑气、电机有异常响声等，要立即停机处理。喷射操作由2个人配合进行，喷射手抱喷头进行喷射操作，副手观察喷射情况和进行安全监护，及时用矿灯灯光作信号指

54、示喷射位置和方向，遇到问题时负责联系和协调处理。喷射过程中如出现堵管等异常情况，要用信号及时通知喂料人员，立即停止喂料并停机、停风，采用敲击法敲击管道开风吹通。处理时要有专人按住喷头，或将喷头固定住，如仍吹不同时，应将管路拆开处理。任何情况下，喷头不允许对着其他人。操作人员要佩戴防护镜，以防回弹物伤害眼睛。若岩面出水，可根据实际情况采用封、截、导、吹等方法进行处理。4、喷射质量喷射前必须清洗顶板，清理浮矸，喷射均匀，光滑平整无裂隙，无赤脚、穿裙现象。喷厚及成巷尺寸要符合设计及规范要求。第八章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防1、火灾主要发火源为外因火源：如耙斗装岩机钢绳牵引产生火花、绞车钢绳牵引

55、与锚网支护或锚机碰撞托盘等产生火花；防止火灾在于重点控制耙斗装岩机钢绳牵引、绞车钢绳牵引、锚网支护产生火花及其风筒用铁丝吊挂产生的火花；在工作面中各机电设备摆放地点设置消防砂箱，且每个消防砂箱配备不少于2把消防铲和2个不小于4Kg/个的干粉灭火器。2、煤尘施工过程中会产生较大量的煤尘；在施工期间要加强煤尘管理，严格采取湿式打眼、爆破前后冲洗煤壁、爆破时喷雾降尘、出煤（矸）时洒水，工作面30m范围内和巷道内定期冲尘等综合防尘措施，防止煤尘堆积。3、煤层与瓦斯突出危险性7煤层没有揭露，分布+980m以上区域，按具有煤与瓦斯突出危险性煤层进行设计。根据防治煤与瓦斯突出规定中的规定，该工作面煤层未作出

56、鉴定前均按突出危险工作面进行管理。 4、水害根据已施工完成的巷道中揭露的地质情况及地测科资料分析，该区域内主要水源为裂隙含水及施工水，水文地质条件简单，主要加强水沟及时跟上掘进进度，不能施工水沟的要及时挖出毛水沟。5、顶板每次放炮后及时敲帮问顶，并进行临时支护，临时支护跟随掘进前移；巷道在过煤或遇顶板破碎施工期间，根据现场情况进行及时喷浆或采用锚索加强支护，锚索随施工进度跟随支设、随预紧，每次放炮之前锚索距迎头的距离不得超过2m。锚索长5m，用15.24mm钢绞线加工，托盘规格为10*200*200mm、索具采用公司统一的专用托盘、锁具。6、避灾路线：当迎头发生水、火（瓦斯、煤尘爆炸）等灾害时

57、，作业人员应按下列路线进行撤离：迎头四号联络巷+980m水平轨道运输大巷+980m水平轨道运输石门1#副斜井地面。第九章 安全技术措施第一节 开口施工及施工准备1、施工前，由我工区组织、技术人员负责传达批准的+980m水平胶大巷（延伸段）作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格者方可下井作业。不合格人员必须再培训补考，补考合格后再下井作业。2、严格按中腰线施工。3、为高质量的完成工区的掘进任务，我工区要求每个掘进迎头配备专职验收员，打眼前迎头画出轮廓线；放炮后支护前，验收员必须再找线，安排人员将巷道不合格处处理完毕，保证巷道符合设计要求；复喷前，验收员先临时标出中、腰线，进行挂线喷浆。每次移耙

58、矸机前，由技术员对耙矸机前已施工的巷道进行检测一遍，发现问题及时处理。4、为了确保巷道方位、高程控制，必须由地测部门进行放线、复测，以校对掘进工作面巷道中、腰线是否出现偏差，出现偏差时应及时调整。5、距胶带大巷风门位置较近，必须分次装药分次放炮，并保证不损坏风门，在距风门足够距离后方可一次性爆破。6、开口点放炮设置警戒必须按放炮警戒图设置，放炮后在没有得到调度指示外不得解除警戒，警戒人员必须认真负责。第二节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须实行挂牌管理，内容包括：巷道名称、施工队、风机功率、风筒长度、日期、班次、吸入风量、负责人等，由局部通风机负责人填写。局部通风机

59、负责人必须由经过专门培训并考试合格、熟悉局部通风机性能、责任心强的专职人员担任，其他人员不得随意停开。2、风筒要用800mm抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂要平、直、稳、紧，逢环必吊、缺环必补，无脱节、无破口、双反压边，防止急转弯，矿车和其它物件等不得磨擦、挤压风筒；风筒漏风率不超过3，以保证迎头有足够的风量。3、迎头所有工作人员必须共同维护和管理好为本工作面通风用的所有通风设施，严禁人为破坏。4、局部通风机正常情况下要长时运转，无论工作、不工作或交接班都必须保证正常运转；确须停止运转，必须经通防负责人或通防科同意，并提前编制专项安全技术措施。5、异常情况下局部通风机停止运转时，应按如下规定执行：（

60、1）迎头人员按避灾路线撤至地面，严禁在停风区域作业，告知专职电工切断迎头动力电源，并在通往+980m水平胶带大巷与四号联络巷交岔口设置警戒绳及“停止供风，严禁入内”警戒牌，并派专人在交岔口把守，严禁脱岗。（2）立即向地面调度室和工区值班人员汇报，并按调度室要求进行处理。（3）局部通风机因故停止运转，必须严格按照煤矿安全规程第一百四十一条规定严格执行。（4）在开启局部通风机前，瓦检员必须检查回风流、及掘进迎头的瓦斯浓度，瓦斯浓度超过3%时，必须由通防科制定排瓦斯措施并排除巷道内瓦斯，在3%以下时，由瓦检员检查局部通风机及其开关附近10m范围内的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可开启局部通风机。6、