毛栗山煤矿优化系统建设方案

1、金沙县沙土镇毛栗山煤矿二采区优化系统施工建设方案编制单位：金沙县沙土镇毛栗山煤矿编制日期：2013年5月6日目 录第一章 概述1第二章 巷道布置及支护说明9第一节 巷道布置9第二节 支护设计13第三节 支护工艺15第三章 施工工艺16第一节 施工方法16第二节 凿岩方式16第三节 爆破作业16第四节 装载与运输17第五节 管线布置17第五章 生产系统18第一节 通风系统18第二节 压风系统21第三节 瓦斯防治21第四节 综合防尘22第五节 防灭火23第六节 安全监控24第七节 供电25第八节 排水26第九节 运输26第十节 照明、通信和信号27第六章 施工组织及安全技术措施27第一节 施工管理

2、机构27第二节 劳动组织及安排28第三节 掘进安全技术措施28第四节 “一通三防”安全技术措施30第五节 运输管理安全技术措施41第六节 防治水安全技术措施42第七节 机电管理安全技术措施45第一章 概述一、交通位置 毛栗山煤矿位于金沙县城南东，直距约36km，行政区划属贵州省金沙县沙土镇管辖。扩能扩界后矿区范围由9 个拐点圈定，开采范围的极限地理坐标：东经1063232106341.3，北纬272353.8272510.6，面积3.2738km2。矿区距沙土镇6km，距金沙县61km（运距），有村级公路相通，交通较方便。详见交通位置图1。毛栗山煤矿图1金沙县沙土镇毛栗山煤矿交通位置图二、地形

3、地貌矿区内主要属碳酸盐岩岩溶地貌，次为碎屑岩侵蚀地貌。地势总体北东高，南西低，最高山峰为矿界外北部山头，海拔1031m，最低在矿界内西南部洼地中海拔820m，相对高差211m，一般高差100150m。地表水体不发育。 三、井田构造 矿区所处大地构造位置为扬子准地台黔北台隆遵义断拱毕节北东向构造变形区中。矿区位于安底背斜南东翼，地层总体呈向南东倾斜的单斜构造，其中矿区西侧地层产状为：倾向80100，倾角510，平均倾角10。矿区东侧地层产状为倾向120150，倾角612，一般为8左右。 区内见断层F1，南北向展布，为逆断层，倾向100130，倾角6070，断距约为45m，位于矿区中部。区内观测到

4、的节理主要有走向125和198的两组，节理面倾角6885，主要发育在碳酸盐地层中，由于岩层的成层组合条件限制了节理裂隙的水平延伸和垂直发育，节理的平面连续性较差，且分布不均匀。矿区内构造复杂程度属中等复杂类型。4、 矿井建设情况 毛栗山煤矿为2001年办证时的遗留矿井，2005年批准重新建设，原设计生产能力6万ta；2007年10月批准本矿技改扩能（扩界），现采矿证登记生产规模15万t/a，企业性质为私营，行业管理属金沙县工业经济和能源局管辖。贵州省工商行政管理局颁发的个人独资企业营业执照，注册号：26。2008年6月取得采矿许可证(登记生产规模15万t/a)，采矿证许可证号：85。2011年

5、10月换发采矿许可证，证号C，有效期自2011年10月至2017年6月。2010年9月贵州大学勘察设计研究院编制了本矿金沙县沙土镇毛栗山煤矿开采方案设计（变更），省能源局的批复（黔能源发2010560号）；2010年12月贵州大学勘察设计研究院编制了金沙县沙土镇毛栗山煤矿安全设施设计（变更）；贵州煤矿安全监察局颁发的安全生产许可证，编号：（黔）MK安许证字0542，有效期限：2011年11月15日至2014年11月14日；贵州省能源局颁发的煤炭生产许可证，编号：3，有效期限：2011年12月18日至2022年12月18日。现为生产矿井，矿井生产能力为15万t/a。 五、煤层 矿区内含全区可采煤

6、层1 层M12 号煤层，位于龙潭组底部，层位较稳定，呈层状产出，厚1.802.60m，平均厚2.18m。上距长兴组底界约92.0m。为矿区内大部份可采煤层。煤层中含3-5 层夹矸，夹矸厚度0.02-0.15m。顶板岩性为灰色泥灰岩、黑色炭质泥岩、灰色粘土岩，底板岩性为灰白色含硫铁矿粘土岩。表1 可采煤层特征表煤层名称煤层厚度（m）平均厚度（m）煤层夹矸数稳定性煤层倾 角（度）煤 种顶板岩性底板岩性M121.802.62.1825稳定8无烟煤深灰色中厚层泥质灰岩灰色粘土岩六、储量 根据贵州省国土资源厅文件关于矿产资源储量评审备案证明（黔国土资储备字2007539号）：截止2007年9月底，评审备

7、案煤矿（准采标高900760m）M12煤层保有资源量（332333334？）456万吨。其中（332）86万吨；（333）289万t；（334？）81万t。见储量计算表2。表2 矿井煤层储量计算表煤层编号煤厚(m)容重(t/m3)储量(万t)合计(万t)备注332333(334？)M122.181.458628981456 七、瓦斯根据2011年度毛栗山煤矿瓦斯等级鉴定结果，属低瓦斯矿井，CH4绝对涌出量为2.29m3min ，单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量最大为0.33 m3min。八、煤层自燃和爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室对金沙县沙土镇毛栗山煤矿煤层采样作出的煤尘爆炸性鉴定报告，M12煤

8、层的煤尘无爆炸倾向。根据贵州省煤田地质局实验室对金沙县沙土镇毛栗山煤矿煤层采样作出的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，M12自燃倾向分类为三级（不易自燃）。九、煤与瓦斯突出根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2009年5月对本矿M12号煤层的突出鉴定结果：毛栗山煤矿标高+783m以上鉴定范围内的M12煤层无突出危险性。十、煤层顶底板本区可采煤层倾角610，平均8，属于缓倾斜煤层。煤层顶、底板岩性主要为粘土岩、砂质粘土岩、细砂岩、石英砂岩等。煤层直接顶、底板均为簿中厚层粘土岩，均为软质岩组，遇水易软化。此外，顶、底板岩层中发育有多组裂隙，岩体结合力差，岩层稳固性差。在采空区形成之后，易产生顶板

9、冒顶垮塌及底鼓等矿山不良工程地质问题。根据本区和邻区资料，其工程地质条件中等复杂类型。十一、井田境界根据贵州省国土资源厅下发的采矿许可证(证号：C)划定，其矿区范围拐点坐标如下表3。表3 矿区拐点坐标表拐点XY1.794.2332.791.6093.792.6114.792.6165.785.6176.784.6127.785.618.781.6059.784.598开采深度：900m+760m。矿井境界总体呈近似方形，长约2.4km，宽约2.36km，面积约3.2738km2。十二、井田开拓 本矿现有三井筒均从M12煤层顶板穿层进入M12煤层，然后沿M12煤层布置，至井田边界附近，利用联络巷

10、将三条井筒联通，形成系统，并在井底布置水仓、水泵房和管子道。从主斜井中部分别在814m、820m、824m标高沿M12煤层布置运输、进风行人和回风大巷，大巷标高以上为一采区，大巷标高以下为二采区，在二采区中部沿M12煤层顶板布置进风行人下山、回风下山，在M12煤层底板布置运输下山，在采区下山下部利用联络巷联通，并布置二采区水仓、水泵房和管子道，通过斜巷在下山两边布置走向长壁工作面。将全部井田划分为一个水平，水平标高820m。将井田划分为四个采区， F1断层以北+820m标高以上为一采区，+820m标高以下为二采区，F1断层以南划分为三采区，西部以M12煤层露头为界划分为一个独立采区四采区。设计

11、采区为二采区。矿井井筒三条，主斜井（x=.7，y=.8，z=+881，=267，=19），长355m；副斜井（x=.5，y=.1，z=+880，=265=19），长345m；回风斜井（x=.1，y=.9，z=+886，=266，=19），全长240m。矿井现有巷道见表4。表4 矿井现有巷道情况表序号巷道名称煤岩支护形式长度 (m)净断面(m2)掘净断面(m2)备注1主斜井岩(煤)锚喷3556.27.0在用2副斜井岩(煤)锚喷3457.07.5在用3回风斜井岩(煤)锚喷2406.27在用4回风绕道岩锚喷1906.78.1在用5井底水仓岩锚喷1806.67.1在用6井底水泵房岩锚喷689.710.

12、1在用7南翼运输大巷煤锚喷4956.78.1可利用8南翼行人大巷煤锚喷5005.56.6可利用9南翼回风大巷煤锚喷5006.78.1可利用10联络巷煤锚喷1005.56.6在用11引风道岩砌碹253.976.1在用12安全出口岩砌碹303.976.1在用13运输下山岩锚喷4435.86.4可利用14行人下山岩锚喷4235.45.8可利用15回风下山岩锚喷4505.45.8可利用16上部车场岩锚喷4509.710.1可利用18采区机电硐室岩锚喷209.710.1可利用19消防材料硐室半煤岩锚喷209.710.1在用20绞车房岩锚喷159.710.1可利用21二采区水泵房岩锚喷309.710.1在

13、用22二采区水仓岩锚喷1806.67.1在用十三、提升方式与设备主斜井采用皮带运输，担负全矿井的煤炭运输任务，坡度19；选用型号为DTL65/15/240皮带。副斜井作为辅助运输井，担负全矿井材料运输、设备、矸石运输等任务，矿井辅助运输选用绞车牵引矿车的辅助运输方式。副斜井长345m，倾角19，铺设600mm轨距22kg/m钢轨，选用JTP-1.6型提升绞车1台。南翼运输大巷担负南翼煤炭运输、材料运输、设备、矸石运输等任务，长495m，选用CTY2.5/6G的电机车进行运输。运输下山长456m，倾角8，选用绞车牵引矿车的辅助运输方式，铺设600mm轨距18kg/m钢轨，选用JTK-1.2型单滚

14、筒提升绞车1台。轨道上山长327m，倾角8，选用绞车牵引矿车的辅助运输方式，铺设600mm轨距18kg/m钢轨，选用JTB-0.8X0.6型单滚筒提升绞车1台。十四、通风方式及设备 本矿已安装FBCDZ-6-15B型防爆对旋轴流式风机两台，一台运行，一台备用。配套电机：YB280M-6，电机功率255KW，叶片安装角度44/36，风量范围23.3-51.7m/s，风压范围617-2340Pa。现总回风有效风量为2268m3/min。局部通风机FBD5.6/211型4台，型防爆对旋轴流式通其额定参数为：风量295230min3/s；静压：39501000Pa。 配套电机功率211kw、电压660

15、V。 十五、矿井排水在采区底部设置主副水仓，水仓容量560m3，选用DF80-304型水泵三台，电机功率30KW， 一台工作，一台备用，一台检修。排水管路采用1084.0mm的无缝钢管2趟排至井底水仓。在井底车场下设置主副水仓，水仓容量718m3，选用DF85-453型水泵三台，电机功率55KW，一台工作，一台备用，一台检修。排水管路采用1575.0mm的无缝钢管2趟，直接排至地面污水净化处理系统，经净化处理达标后，用于生产或外排。十六、压风总需用量、压风机型号及台数设地面空压机站，通过铺设压气管道进入井下对用气设备和压风自救系统供给压缩空气。使用BJ-10.8/8G型风冷式螺杆式空气压缩机2

16、台，1台工作，1台备用。压风主管：1084mm无缝钢管。压风支管573.5mm无缝钢管。凿岩机选择483.5mm无缝钢管或相应管径的软管，混凝土喷射机支管选择703.75mm无缝钢管或相应直径的软管。十七、地面生产系统 原煤由主斜井胶带机运出地表后，将煤炭运至筛分走廊分级后经地面煤仓存放，原煤出售。 地面煤仓容煤量约10000t，按年330天计，平均日产量为/330=909吨，煤场完全能存放10天以上的生产煤量。原煤生产系统为：原煤主斜井(胶带机)地面煤场选煤厂满足用户需求的产品。 第二章 巷道布置及支护说明第1节 巷道布置一、系统优化原因及优缺点本矿属于单一煤层开采的矿井，一采区因小煤窑破坏

17、严重，达不到采区设计的要求，原金沙县沙土镇毛栗山煤矿二采区开采方案设计（变更）把它划分为采空区而放弃。本矿二采区回风下山以南区域内涉及房屋13栋18户人家，按沙土镇地灾办的估算，需赔偿地灾费用400多万元，而产生的利润不足300万元，因此，矿放弃了二采区回风下山以南的资源储量的开采。但原生产系统通风路线长，使用矿车提升运输环节多、路线长、运输效率低下、危险因素多、安全性低，产量少，成本高，不能达到年生产15万吨的能力。故本方案针对提升上山以北的资源开采进行优化设计，另掘进一条运输下山将原煤运输方式更改为皮带运输，减少运输环节，提高运输效益，掘进一条回风下山回风直接到总回风巷，缩短回风路线，另施

18、工一条泄水巷至井底水仓保证北翼采面排水，对矿井的通风、运输系统进行了优化，矿井其余系统未作改变。二采区优化系统建设完后优点：1、 通风路线短，系统简单、可靠。新回风下山形成后，采面进风从主副斜井到集中运输下山后，新鲜风经采面运输巷直接到采面，乏风从采面回风巷回新回风下山到总回风巷。与原系统新鲜风从主副斜井，到南翼运输大巷和南翼行人大巷，经二级运输下山和二级行人下山后才进入运输巷到采面，乏风经采面到回风巷，进入南翼回风大巷，总回风巷，通风路线长，阻力大，系统复杂，风量调节难度大，增加通风费用，加大了管理难度。2、 运输系统简单，采面原煤经采面刮板运输机，进入运输巷顺槽溜子到运输巷皮带，经转载到集

19、中运输下山，到运输大巷皮带、主井皮带、地面皮带运输到煤场。原运输方式矿车提升，采面煤炭装入矿车，人力推采到车场，经二级提升到运输大巷，电机车运输到副井井底车场，绞车提升到地面，人力推车翻入煤场，再将空车倒入井下采面下口才装煤，需要人员多，工作体力消耗大，速度慢，运输环节复杂，工序不连贯，制约了矿井产量，增加了矿井生产成本，不安全因素多。3、 便于布置集中运输下山北翼煤层的回采巷道。优化系统存在的问题：1、 需掘进集中运输下山、新回风下山、泄水巷，影响了矿井采掘接替。2、 运料利用原来老系统，增加巷道维护工作。3、 老系统不能充分发挥作用，部分系统闲置，增加了投资。二、二采区优化系统优化巷道布置

20、方式集中运输下山起点位于M12煤层集中运输下山+818m标高，巷道全长约235m。巷道用途为南翼采区皮带运输巷，该巷沿煤层顶板破底掘进，巷道方位角1344629，巷道坡度为中线方向，巷道起点标高+818米，终点标高+764.2米。巷道断面为锚网支护，断面为6.2m2 。新回风下山起点位于M12煤层新回风下山+818m标高，巷道全长约233m。巷道用途为南翼采区回风下山，该巷沿煤层顶板破底掘进，巷道方位角1344629，巷道坡度为中线方向，巷道起点标高+818米，终点标高+764米。巷道断面为锚网支护，断面为6.2m2 。二采区优化系统泄水巷起点位于运输下山+762.5m标高，巷道全长约332m

21、。巷道用途为南翼采区的泄水巷。该巷沿煤层顶板破底掘进，巷道方位角441032，巷道坡度为中线方向，巷道起点为集中运输下山标高+762.5米，终点到集中运输下山标高+764.2米。巷道断面为锚网支护，断面为6.2m2 。见附图2：巷道布置示意图图2 巷道布置示意图第二节 支护设计 一、巷道断面 集中运输下山、回风下山、泄水巷根据巷道所处煤（岩）性，采用钻眼爆破法破碎煤岩，全断面一次成巷，支护方法为锚网支护，S = 6.12m2。 附图3：巷道支护断面图和支护平面示意图集中运输下山、新回风下山巷道支护断面示意图泄水巷巷道支护断面示意图二、支护方式集中运输下山、新回风下山、泄水巷采用锚网支护作为永久

22、支护，根据煤层巷道围岩分类及合理支护技术选择，参照锚杆支护技术选择表，类围岩情况顶板采用181800mm金属全螺纹等强锚杆，两帮采用181500mm金属全螺纹等强锚杆。顶板锚杆排距为：900900mm，两帮锚杆排距为：800800mm。附表5：支护说明表表5 支护说明表掘进断面6.12m2锚杆名称螺纹钢锚杆锚固剂名称树脂锚固剂净断面6.12m2锚杆规格181800181500锚固剂数量20块/米巷道形状梯形菱形网1.02.4m锚杆用量10根/米支护形式锚网顶板排距900间距800单位mm铁托盘M形托盘球形托盘两帮排距900间距800比例1:50 放炮后，必须搞好临时支护，临时支护距迎头最大距离

23、不超过1.5m（放炮后），放炮前最大距离不大于0.3m。第三节 支护工艺1、巷道顶板及两帮采用“锚杆金属网+托盘”支护，锚杆采用全螺纹钢等强锚杆(规格181800mm)，锚杆的锚固方式为加长锚，每根锚杆采用两块树脂药卷(28350mm)锚固；金属网为菱形网，采用1.02.4米的网，网格8080mm，用10#铁丝编制而成，锚网要贴紧顶板，锚杆眼的布置必须符合设计要求，间排距0.90.9m，不得超过设计值。顶板靠巷道两帮的锚杆，必须向巷道两帮倾斜。2、临时支护：采用单体支护配合铰接顶梁作临时支护，炮后将其前移至迎头(端面距不大于300mm)，再用方木、木板接顶背实。3、放炮前由班组长或指派专人用专

24、用工具对迎头附近的锚杆进行紧固，放炮后由班组长和放炮员巡视放炮地点，严格执行敲帮问顶制度。对放炮打坏失效的锚杆重新补打，并对迎头10m之内的锚杆重新紧固一遍。质检人员每班对锚杆进行试拉和锚杆予紧力的检测，使锚杆锚固力及予紧力不小于设计值，确保巷道的支护质量。第三章 施工工艺第一节 施工方法1、根据巷道所处煤岩性，采用钻眼爆破法破碎煤岩，全断面一次成巷，支护方法为：锚杆金属网托盘支护。2、施工前，首先按照测量部门给定的开门位置，建立供电、供风、供水、通讯及防尘系统。3、采用“三八制”正规循环作业方式。第二节 凿岩方式凿岩方式采用打眼放炮的方法破煤岩。一、打眼机具： 打眼工具：迎头布置一部ZMS-

25、60型电煤钻；配备1.5m麻花钻杆，42mm煤钻头。打眼方法：打眼前首先检查好迎头支护情况及临时支护情况，然后按中线画好轮廓线标出炮眼位置，准备齐全打眼工具，准备打眼。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用喷雾、爆破后冲刷岩帮。第三节 爆破作业 巷道沿12#煤层沿顶破底掘进，巷道毛宽3.4米，净高1.80米，断面为6.12m2，掘进工作面采用楔形掏槽方式循环进度1.50m。掘进工作面采用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药乳化炸药和煤矿许用的毫秒延期电雷管。第四节 装载与运输一、装载与运输方式：1、装载机具：人力装载到刮板运输机。2、运输方式：施工地点采用人工装入刮板

26、运输机转运至集中运输下山皮带运输机，经运输下山皮带运至主斜井煤仓，经主斜井皮带运输机运至地面煤场。 3、运输路线：出渣：迎头集中运输下山皮带运输大巷皮带运输机溜煤眼主斜井地面煤仓。运料：地面副斜井运输大巷集中运输下山、新回风下山、泄水巷迎头。第五节 管线布置1、压风管、水管吊挂及固定：压风管、水管的吊挂在巷道的左帮，每间隔2.5m施工一个眼子用于吊挂风、水管、风筒，吊挂高度(最下面一根)距巷道底板0.6m，且必须采用8#铁丝吊挂，风水管在巷道同一侧时，悬挂间距（边对边）100mm。水管要接口严实，不得出现漏水现象，水管距工作面20m范围内使用一寸胶管，20m以外使用二寸铁管，要随工作面的前进及

27、时延长，以备工作面正常用水。2、电缆、通讯、监测线等必须敷设在巷道右帮电缆钩上，电缆钩间距按2.0m/个施工，吊挂高度(最下面一根电缆)离巷道底板为1.2m；高、低电缆悬挂在同一侧时，高、低压电缆间的间距为100mm；通讯、信号、监测线与动力电缆的间距为300mm。3、吊挂要求：电缆按低压上、高压下的顺序，动力线和信号线必须一钩一线，通讯线和监测线可一钩多线，放炮线必须单独布线（与动力线分帮吊挂）。4、风筒吊挂在巷道左帮，必须平、稳、直，且必须环环吊挂，风筒出风口到迎头的距离不超过5m。第5章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式：（一）采用 “压入式”通风。（二）风筒铺设：施工时，施工队在巷

28、道左帮每隔2.5m施工一个200mm深的风筒吊挂眼，采用812#铅丝吊挂风筒，吊挂必须平、稳、直，转弯处设合格的弯通。（三）供风距离：局扇供风距离为最大距离500m，风筒出风口距迎头距离不大于5m。（四）考虑供风距离及供风距离的增加及瓦斯涌出量的增大，选用功率不低于211KW对旋式风机。（五）风筒选择及连接方式：采用直径600mm的橡胶皮阻燃风筒，拐弯处用过度弯头，接头采用双反边联接。二、局部通风机安装规定：1、局扇的安设位置:根据施工地点的不同安设于进风流巷道中距回风巷口不低于20m处。2、不得使用一台局扇同时向两个掘进工作面供风。3、局扇由瓦斯检查员看管，并保证正常运转。4、风电闭锁的安设

29、必须保证停风后切断停风区内非本质安全型电气设备的电源。三、通风路线： (1) 新鲜风流：地面副井运输大巷车场局扇集中运输下山、新回风下山、泄水巷迎头；(2) 泛风：工作面迎头新回风下山回风绕道风井地面四、通风系统图(见附图5)。附图5 二采区优化系统巷道通风系统示意图第二节 压风系统一、供风风源：由地面压风机房BJ-10.8/8G型风冷式螺杆式空气压缩机2台，1台工作，1台备用直接供风，主管经副斜井、在运输大巷口搭头分风，接支管到掘进工作面，距掘进工作面距离不得超过20米，并适时延接。压风管末端与掘进工作面锚杆机之间使用20米长的高压胶风管连接。二、供风管径:主管选用直径108mm的镀锌管，分

30、管选用直径50mm的镀锌管。三、供风路线：地面压风机房副斜井运输大巷集中运输下山、新回风下山、泄水巷迎头，风管出口风压不低于0.5Mpa。第三节 瓦斯防治一、集中运输下山、新回风下山、泄水巷掘进时，采用211kw局扇配600mm阻燃胶质风筒供风，风筒出风口距迎头不大于5m，加强风筒维护，保证迎头供风量。二、配备专职瓦检员检查瓦斯，严格执行“一炮三检制”，迎头及回风流中瓦斯超过0.8%时，严禁瓦斯超限作业，待采取措施处理后，方可恢复作业。三、按规定设置瓦斯监控自动报警装置，局扇电源必须采用专用电源，必须设置两闭锁：（附图6风电闭锁、瓦电闭锁）。附图6 风电、瓦斯闭锁联接图断电开 关局扇开 关监控

31、分站远程断电仪开停传感器风机CHCH4CH4 输出动力电源CHCH4CH4第四节 综合防尘一、供水水源：由地面井口上方高位水池直接供水至迎头。二、供水管径：支管选用直径50mm的镀锌管作水管。三、供水路线：地面水池副斜井运输大巷集中运输下山、新回风下山、泄水巷迎头，出口水压不低于0.3 Mpa。四、防尘水管兼作防灭火水管，并保证正常使用。五、防尘方法：A、洒水喷雾 B、湿式凿岩 C、净化风流 D、使用水炮泥 E、冲洗岩帮 F、佩带口罩 坚持湿式打眼，洒水装煤（矸），防尘喷雾装置一组设在距迎头不大于50m位置（随迎头往前移），另一组设在总回风巷内，防尘水管兼作防灭火水管，每间隔50m设一个防灭火

32、装置；在装、转煤（矸）及放炮时开启。对产生粉尘飞扬或粉尘大的地点，依据实际情况随时进行冲洗。防尘设施齐全有效，喷雾装置经常开启，必须覆盖全断面的2/3以上，且水压符合要求。第五节 防灭火一、地面生产消防水池用DN100无缝钢管经副斜井、运输大巷、集中运输下山、新回风下山、泄水巷及掘进工作面，距掘进工作面距离不得超过20米，并每50米安装一个三通阀，以便连接消防软管。二、施工巷道的躲避（避难）硐室、掘进工作面、电气设备安装处必须各配备1个干粉灭火器和1个泡沫灭火器，并悬挂在巷道或硐室壁上，并经常检查完好性，确保正常有效。所有电气设备安装处必须配备一个砂箱，且存装的砂子不得少于0.2m3。三、施工

33、巷道每个躲避（避难）硐室内须存放不少于1根的高压消防软管，每根高压消防软管长度不得低于50米。四、集中运输下山、新回风下山、泄水巷防火的重点是防止由于外部热源如明火、电器设备超载运转、电流短路、静电放电、机械冲击摩擦生热、电缆和人为火灾。五、防灭火措施：1、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在专用的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。2、严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法和灭火器材的存放地点。3、采用阻燃电缆、阻燃风筒。4、巷道空隙和冒落处用不燃性材料处理。 5、所有施工人员发现井下火灾时，应视火灾性质，立即采取一切可能的方法直接灭火

34、，控制火势，并迅速报告调度室。第六节 安全监控一、通风监测仪表布置1、监测仪表的数量安装瓦斯传感器2台，其中工作面及回风流各一个；馈电传感器1台；分站1台。2、布置位置瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不大于0.3m，距巷壁不小于0.2m。迎头瓦斯传感器吊挂在距工作面不超过5m的回风巷中；回风瓦斯传感器吊挂在距回风口1015m处的回风流中。馈电传感器安装在馈电开关里面。3、监测电缆铺设在动力电缆一侧时，须铺设在动力电缆的上方，不少于0.3m的间距4、监测分站电源取自局扇开关电源侧。5、瓦斯传感器的断电浓度及范围、复电浓度：探头位置报警浓度断电浓度复电浓度断电范围T10.8%0.8%0

35、.8掘进工作同全部非本质安全型电气设备T20.8%0.8%0.82、 瓦斯监控系统示意图（附图7）掘进工作面瓦斯传感器布置详见图7。图7 掘进工作面瓦斯传感器布置图T1掘进工作面风流中的瓦斯传感器；T2掘进工作面回风流中的瓦斯传感器；第7节 供电一、确定供电方式由地面配电点直接直接向掘进工作面闭锁开关660V电源，闭锁开关设置两闭锁，由闭锁开关供给工作面动力电源。二、电缆钩悬挂方式1、在施工巷道右帮每隔2.0m施工一个电缆钩孔进行吊挂电缆，电缆吊挂高度（最下边一根电缆）距底板1.2m，永久电缆钩距迎头不大于50m。2、开关、设备安设必须整齐、卫生，且距轨道距离不得小于500mm。根据供电负荷及

36、供电距离，局扇选用截面不小于35mm2的橡套电缆供电，动力选用截面不小于25mm2的橡套电缆。三、供电线路：地面变电所副斜井运输联络巷配电点集中运输下山、新回风下山、泄水巷迎头第8节 排水排水系统及设备：因工作面涌水量不大，施工过程中的顶板、水管漏水和风钻漏水可随水沟直接经水沟排到水仓，经水仓水泵排到地面污水处理池。第9节 运输1、运输方式：施工地点采用人工装入刮板运输机转运至集中运输下山、新回风下山、泄水巷刮板运输机，经皮带运输大巷运输至主斜井煤仓，经主斜井皮带运输机运至地面煤场。 2、运输工具：刮板运输机+皮带。 3、运输路线：出渣：迎头集中运输下山、新回风下山、泄水巷集中运输下山皮带运输

37、大巷皮带运输机溜煤眼主斜井地面煤仓。运料：地面副斜井运输大巷集中运输下山、新回风下山、泄水巷迎头。4、 装碴方式：人工装碴。第十节 照明、通信和信号一、通讯系统矿调度指挥中心安装通讯路线从副斜井、运输大巷、集中运输下山、新回风下山、泄水巷至掘进工作面，在掘进工作面、各机电设备安装处、硐室内各安装一部防爆电话，与地面主机直接相连，形成调度通讯指挥系统。二、照明设施在皮带大巷安装防爆电灯，地面车场等必须安设防爆灯，以提供照明。三、信号装置种类和用途掘进工作面必须安设防爆电话，溜子开启时，要发出准确声信号，确保运输安全。第六章 施工组织及安全技术措施第一节 施工管理机构为有效开展矿井建设及安全管理工

38、作，落实责任，明确工作范围，成立毛栗山煤矿安全生产管理机构，机构设置如下：一、矿长：赵昌，全面负责安全生产管理工作。二、总工程师：金开贵，全面负责煤矿技术安全管理工作。三、副总工程师：彭刚，协助总工负责煤矿技术安全管理工作。三、安全矿长：石瑞，负责煤矿安全生产管理工作。四、生产矿长：严兴国，负责煤矿安全生产、产量考核及生产组织工作。五、机电矿长：涂大伦，负责煤矿机构安全生产管理工作。六、通防队长：史秀海，负责矿井“一通三防”及矿井瓦斯治理的管理工作。七、钻探队长：文宇，负责矿井瓦斯抽放管路的安装和矿井瓦斯抽放、探放水的钻探管理工作。第二节 劳动组织及安排1、落实矿级管理人员入井带班制度，确保井

39、下24小时有矿级管理人员跟班。按照煤与瓦斯突出矿井管理要求，每个掘进工作面配备一名瓦检员，抓好矿井在二采区优化系统建设中的安全与瓦斯管理工作。2、劳动安排：1）采用三八制作业，打眼放炮出碴为一个循环，昼夜循环三个班，循环进尺1.5米。2）为提高效率、确保运输安全，组成专门的运输队，固定人员作业。 第三节 掘进安全技术措施一、掘进安全技术措施1、入井前准备好掘进所需工具。2、进入工作面首先进行瓦斯检查，顶板支护检查。3、打眼作业前，首先检查风锤、风路、水路、管道是否正常，漏风、涌水的管道及时更换，必须坚持湿式打眼作业。4、炮眼打完后，必须绞净眼内煤岩粉，便于装药放炮。5、炮眼打完后，清理完所有工

40、具及瓦斯探头到安全地点。6、放炮后首先检查顶板支护是否完好，必须先处理好顶板安全后方能进行其它作业。7、当班迎头矸石必须清掏干净，支护按照作业规程规定执行。8、在掘进施工过程中，瓦斯浓度超过规程规定时，必须停止作业，查明原因。9、掘进迎头最大控顶距不能超过作业规程规定，风量保持稳定可靠。10、所有掘进巷道只能沿顶板掘进，二、掘进工作面防治顶板冒落的措施。1、各掘进工作面作业人员进入迎头首先对顶板进行详细检查，检查方法仍按采面工作面方法进行。2、掘进工作面最大控顶距不得超过作业规程规定。3、凡是离层不能刁下的顶板岩石，必须加打临时支护，确遇顶板较破碎带，采取超前支护措施支护。顶板垮落较高，采取超

41、前支护措施时，还需派专人看管安全进行作业。4、放炮后，对顶板进行全面检查，确认安全后才能作业。5、被放炮冲倒的支架，临时支护必须恢复后才能作业。三、放炮施工安全措施1、放炮员必须经过专业培训持证人员担任，严禁其他人员从事放炮工作。2、爆破产品必须由放炮员负责领取、运输、退还库房。3、雷管炸药必须分别存放在木箱内，并加锁、装运和存放地点必须在支架完整，避开电器设备的安全地点。4、井下装配起爆药卷时，必须在支架完整避开电器设备地点进行，严禁坐在爆破材料箱上装配药卷。5、在爆破工作中，必须严格执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”和“远距离放炮制”。6、井下爆破只准许用煤矿安全炸药及瞬发电雷管或煤矿

42、许用毫秒延期电雷管。7、炮眼装药剩余部分必须用不燃性松散材料制成的炮泥封实，无封泥或封泥不够不实的炮眼严禁爆破。8、放炮前必须在所有可能进入放炮地点巷道内设置警戒，放炮后由放炮员解除警戒人员。9、放炮地点在进风流规定地点进行，放炮地点20m范围内必须瓦斯浓度低于0.8%以下才能装药放炮。10、放炮后必须等炮烟浓度吹散后才能沿途检查瓦斯，顶板支护，确认安全后方能进行其它作业。第四节 “一通三防”安全技术措施一、局部通风机安全管理技术措施。1、局部通风机及开关必须安设在顶板完好，无淋水的进风巷道，距轨道不得小于0.5m，距巷道底板不得小于0.3m，且垫平放稳；局部通风机进风口5m内不得有杂物，或影

43、响局部通风机通风的其它物品。该处进风量不能小于局部通风机的吸风量，严禁发生循环风。2、局部通风机必须由当班瓦检员负责管理，保证正常运转，任何人员不得随意开停。3、局部通风机供电必须实行“双风机、双电源”，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”，每班对“风机倒台”进行试验；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”，矿设专人每天检查电气设备的“瓦斯电闭锁”情况，确保其灵敏、准确，断电功能可靠。4、风筒出口距工作面不大于5m，且迎头必须有两节备用风筒。5、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

44、必须设弯头，严禁拐死弯。6、瓦斯检查员必须按规定检查瓦斯和汇报，严禁脱岗、漏岗、混岗，严禁空班漏检和假检。严格执行“一炮三检查”、“三人联锁放炮”和“瓦斯超限汇报”制度。瓦检员必须做到跟班作业，不得无故离开作业现场，保证对瓦斯的检查到位，瓦斯超限做到撤人、停电、站岗、查找原因、汇报、处理。7、掘进工作面内体积不大于0.5m3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。8、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时必须停止作业，切断电源，并采取措施进行处理。9、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到

45、0.8%以下时，方可人工复电。10、因检修或其他需要停电时，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，停电单位必须编制停送电措施，经矿总工程师批准后方能执行。11、局部通风机因故停风，在恢复通风前，必须检查瓦斯，只有停风区最高的甲烷浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.5%，并且局部通风机及其开关附近10m范围内的风流中的瓦斯浓度不超过0.5%，方可由电工会同瓦斯检查员人工启动局部通风机恢复送电。否则不得送电。12、停风区中瓦斯浓度超过3%时，瓦斯检查工立即汇报矿调度室，通风区必须编制排放瓦斯专项措施，报矿总工程师批

46、准后按措施进行排放。二、综合防尘安全管理技术措施。1、采用湿式打眼。2、每个作业人员必须按照有关规定佩戴劳动防护用品。3、爆破前，必须冲洗掘进工作面20米范围内的积尘。4、装岩前，必须实行洒水降尘。5、每周必须定期对巷道冲洗一次，以清除巷道中的积尘。6、掘进巷道后方每40米设置一组水幕，每组水幕的喷雾器不得少于10个，并实行爆破喷雾。三、防灭火安全管理技术措施。巷道掘进防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。四、防突 1、巷道掘进过程中严格执行“四位一体”的综合防突

47、措施，其工艺流程详见图8。图8：“四位一体”综合防突措施工艺流程图2、巷道在掘进前，必须对掘进工作面进行预测预报，预测预报孔必须布置在煤层的软分层中，采用42mm的麻花钎子，施工3个深为810m的预测钻孔，预测钻孔应布置在软分层中，其中一个钻孔位于工作面中部，并平行于掘进方向，另外两个钻孔终孔点位于巷道轮廓线外24m范围(见图九：防突预测孔布置图)，采用钻屑瓦斯解析指标法进行测定，当每次测定的h2 200Pa或Smax 6 kg/m时，认为工作面无突出危险性，则按预测孔最短投影孔深减去5米控制进尺。1巷道； 2钻孔图9 预测预报孔布置示意图3、 当每次测定的h2200Pa或Smax6 kg/m

48、时，认为工作面有突出危险性，必须采取防突措施，结合井下实际情况，采用QFZ轻便防突钻机进行施工小排放钻孔，在巷道断面内按0.5m0.5m的间排距布置，并尽量布置在煤层的软分层中，孔径毫米，排放孔的深度不小于15米，钻孔控制到巷道前方15m以外和巷道轮廓线外24m的煤体范围(见图10：小直径排放孔布置示意图)。图10 小直径排放孔布置示意图采用排放钻孔措施效果无效，必须对煤层钻孔预抽，钻场布置在巷道的两帮间距，同一侧钻场的间距40米，左右两侧场间距为20米（走向平距），钻场交替布置，每个钻场布置810个钻孔，每个循坏间距60米，保证预抽钻孔超前距不小于20米，钻孔呈扇形布置，钻孔孔径85，每个孔

49、深60米，终孔孔底间距3米，要求钻孔控制巷道轮廓线外至少8米。4、采取防突措施后，必须在工作面（迎头）对措施效果进行检验，当每次测定的h2 200Pa或Smax 6 kg/m时，则措施有效，反之，则措施无效。如效果预测有突出危险，则通过防突组分析排放孔和效果检验孔的现场情况后，确定出加密排放孔的措施，施工单位按防突组确定的排放孔进行加密，加密完毕后，立即进行效果检验，无突出危险后，则按排放孔和效果检验孔最短投影孔深减去5米控制进尺。5、安全防护措施1）、在掘进前必须检查避难硐室、压风自救系统和反向风门的到位和完好情况。检查内容包括：A、避难硐室的隔离门是否完好、且符合设计要求。B、压风自救系统

50、是否能正常使用。C、反向风门是否能正常关闭且是否完好。如果在检查过程中发现安全防护设施不到位或存在隐患，应立即进行处理，只有确认安全防护设施到位且完好后，方可进入工艺流程的下一步工序。2）、施工的防突门及墙体必须满足墙垛厚度不得下宽1.2m，上宽0.8米；门框厚度不得小于140mm；门扇厚度不得小于50mm；两道风门之间的距离不得小于4米。远距离放炮时必须关闭防突风门，对通道内墙体的风筒必须设有防止风流逆转的装置。3）、远距离放炮（1）爆破地点距起爆地点的距离不得小于300m，当爆破点距的距离达300m后，改到在防突风门外巷道进风流处放炮。(2)放炮必须使用乳化炸药及毫秒电雷管，毫秒电雷管的总

51、延期时间不得超过130ms。电雷管使用前必须进行导通试验，以免出现瞎炮。全断面一次装药一次起爆。所有炮眼必须在炸药与封泥之间充填2个水炮泥，炮眼封泥必须密实地装至规程规定；所有不装药的眼孔必须用黄泥充填密实至孔口，充填深度不小于爆破孔深度的1.5倍，深度小于炮眼深度的眼（孔），必须用黄泥全部充填。 (3)严格执行“一炮三检查”和“三人连锁”放炮制度。放炮地点设在主运输下山防突风门外，每次放炮前掘进工作面及其回风系统必须停电撤人，并在与回风系统相通的巷道设置警戒。4）、撤人、设岗撤人、设岗由施工单位当班班长指定设岗人员，由站岗人员共同将巷道的人员撤到临时避难硐室内，站岗人员岗位职责阻止放炮回风的

52、所有区域。撤岗：放炮30分钟后，班长安排1人在各防突风门外设临时岗，然后组织瓦检员、放炮员一道逐步进入迎头检查瓦斯、风袋吊挂、瞎炮及支护等情况，只有掘进工作面及回风流瓦斯浓度小于0.8%，其他一切正常后，汇报矿调度，只有经矿调度同意后，方可通知撤岗，工作面方可恢复工作，该项工作由安检员现场负责监督。5）、停电范围放炮前，由矿调度指挥将巷道及回风区域的所有非本质安全型电源全部切断；严格执行专人停送电制度，由谁联系停电就由谁联系送电。6） 、瓦检员只有得到矿调度认可方允许施工单位放炮。 7、避灾路线：发现煤与瓦斯突出预兆或煤与瓦斯突出时，所有人员撤离的避灾路线：巷道迎头作业地点皮带运输下山运输大巷

53、联络巷主斜井地面 8、防突日常管理1）、通风组根据防突措施效果检验情况，及时下达防突措施效果检验报告单。2）、掘进队根据总工程师审批后的检验报告单和现场导线控制点控制掘进距离，方可采取安全防护措施施工，严禁超掘。3）、调度室对防突实施调度管理，职责：、起爆地点设一部直通矿调度的电话；、指挥停送电工作；、下达放炮命令。 4）、施工单位的行政主管是该掘进头防突的第一责任者，负责安全措施的落实和实施。5）、施工单位的主管技术员对该掘进头防突负技术责任，负责贯彻、传达措施，检查措施的落实、实施情况。6）、当班班长，是本班现场防突负责人。职责：、放炮前，安排放炮员检查装药、联线情况；安排电工落实停电情况；、经调度允许后现场下达放炮命令；、放炮30分钟后，确认无异常情况，负责指定一人在防突风门外进风侧设临时岗，然后与瓦检员、放炮员一道逐步进入迎头检查瓦斯、风袋吊挂、瞎炮及支护等情况，确认一切正常后，方可恢复生产，并将爆破情况汇报矿调度室；、协助瓦检员接好炮后工作面风筒。7）、当班职工，对防突措施实施和站岗负现场责任。职责：按防突措施的