资源描述
7#层西盘区6#顺槽掘进作业规程
第一章 概 况
第一节 概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
本掘进巷道名为6#顺槽，位于7#层西盘区南翼轨道上山140米处，东、南均为实体煤，北接轨道、皮带、回风三条上山，西邻西盘区8#顺槽。
二、巷道用途
7#层西盘区6#顺槽服务7#层西盘区综采工作面，当综采工作面回采时，6#顺槽作为机轨合一巷，而西邻的8#顺槽作为工作面回风巷。
三、巷道性质
7#层西盘区6#顺槽沿下分层煤层见底挑顶掘进，为回采巷道。
四、设计施工长度及服务年限
7#层西盘区6#顺槽设计长度870米。
服务年限：5个月。
五、工程量
掘进工程量：10962米3。
六、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2012年 6月开工，预计2012年11月竣工。
六、巷道布置平面图
巷道布置平面图：见图1-1-1 (1:2000)
第二节 编写依据
一、安全专篇：大同市吴官屯煤业有限责任公司水平延深接替安全专篇，批准时间为2007年3月。
二、7#层西盘区6#顺槽地质说明书，批准时间为2012年5月18日。
三、矿压观测资料：参考本煤层本盘区18#、20#、16#、14#顺槽有关矿压观测数据分析结论。
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
地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1-1。
表2-1-1 地面相对位置及邻近采区开采情况
水 平
二水平
工程名称
6#顺槽掘进
盘 区
西盘区
地面标高/m
1202-1180
井下标高/m
978-1006
地面的相对位置建筑物、小井及其他
本工作面地表位于本公司主井筒西北的大片荒地，地势较平坦，地表无建筑物。
井下相对位置对掘进的影响
本工作面位于7#层西盘区南翼，西邻8#顺槽，北接轨道、皮带、回风三条上山，东、南为实体煤。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
西为本盘区8#顺槽，对本巷无重大影响。
走向
10°～37°
倾向
E/W
长度/m
870
第二节 煤（岩）层赋存特征
煤（岩）层赋存特征见表2-2-2
表2-2-2 煤层特征表
指 标
参 数
备 注
煤层厚度（最小-最大/平均）/m
煤层倾角（最大-最小/平均）/度
煤层硬度f
2-3
煤层层理（发育程度）
不发育
煤层节理（发育程度）
不发育
自然发火期/d
180
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
0.187
相对瓦斯涌出量（m3/t）
4.414
煤尘爆炸指数/%
33.71
地温/℃
260
表2-2-3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚 度
岩 性
顶板
基本顶
砂质泥岩
6
灰色，厚度变化大，西北部最薄，东南部最厚。
直接顶
粉砂岩
6
灰色，含植物化石
伪 顶
无
底板
直接底
砂质泥岩
6
灰色，偶见灰白色粗砂岩，灰黑色泥岩。
基本底
粉砂岩
6
灰色，底部多为炭质泥岩，厚度变化较大，中西部最薄，西南部最厚。
综合柱状图：
第三节 地质构造
本掘进工作面所在区域为单斜构造无较大变化。
第四节 水文地质
本掘进工作面所在区域地表为大片旱地，地势较平坦。
井田内主要含水层有寒武系石灰岩含水层，含水性微弱；煤系地层层间裂隙含水层组，含水性弱；侏罗系云岗组粗砂岩带含水层，处于疏干阶段；风化壳含水性弱；第四系冲积-洪积层含水层。
6#顺槽所在区域最大涌水量为0.17m3/h，正常涌水量为0.13m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1、6#顺槽布置在7#层西盘区南翼，与8#顺槽中至中126米。为综采工作面的机轨巷，巷道长度870米，采用单巷掘进，巷道宽4.2米，沿下分层煤层见底挑顶掘进，高度3米。
2、6#顺槽回风绕道口位于6#顺槽东，与6#顺槽中至中16米。
巷道开口大样图见附图：图3-1-2
图3-1-2
第二节 巷道施工顺序
1、在轨道上山南侧、距6#顺槽口往东中至中16米处，以方位角180o向南掘回风绕道1段，掘进长度为25米。掘到规定位置后，然后在7#层轨道上山、皮带上山交叉处架设风桥。
2、从6#顺槽口，以方位角180o掘6#顺槽，掘到25米时，停止向前掘进以方位角90o，掘回风绕道2段，将6#顺槽与回风绕道贯通，形成通风系统。
5、回风绕道规格为宽3.0米，沿下分层煤层见底挑顶掘进，高2.5米
6、形成通风系统后，6#顺槽继续向前掘进，当6#顺槽掘到60米形成机窝时，搬迁综掘设备。
回风绕道见附图：图3-2-3
图3-2-3
生产系统：（一）未形成通风系统前
1、运煤系统：
（1）回风绕道1段落煤→7#层轨道上山→7#层皮带上山→7#层皮带大巷→7#煤仓
（2）6#顺槽．回风绕道2段落煤→6#顺槽40型跨巷刮板输送机→7#层皮带上山→7#层皮带大巷→7#煤仓
2、通风系统：
（1）新风6#顺槽回风绕道1段7#层轨道上山
（2）新风6#顺槽回风绕道2段7#层轨道上山
（二）形成通风系统后
（1）运煤系统：6#顺槽落煤40型跨巷刮板输送机7#层皮带上山7#层皮带大巷7#层煤仓
（2）通风系统：新风6#顺槽工作面6#顺槽回风绕道7#层回风上山7#层回风大巷水泉回风暗斜井水泉风井地面
支护方式:
顶板支护方式为三排眼，锚杆间排距1.0×1.0m，横竖要成行，每隔5米打一组锚索进行支护，局部烂顶处或压力增大处要缩小锚杆间排距或采用锚索铺金属网支护。
回风绕道支护见附图：图3-2-4
图3-2-4
第三节 矿压观测
1、观测对象：7#层西盘区南翼6#顺槽
2、观测内容：巷道顶板离层量，顶、底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆（索）的载荷及锚固力。锚杆螺母的拧紧力矩。
3、观测方法：7#层西盘区6#顺槽掘进50m后开始布置测站，测站间距50m。每一测站设置一个观测断面，标设测点，用钢尺检测顶底板的相对移近量，两帮的相对移近量。在测站巷道的正中及两侧安装ZKBY-2型顶板离层指示仪，检测巷道顶板的离层情况。用锚杆（索）拉力计检测锚杆（索）的载荷，用力矩扳手，逐根检测锚杆螺母的拧紧力矩。观察时间为每天一次，直到开始回采为止。
4、数据处理：矿压观测数据必须现场及时量测，出井后认真加以分析得出顶锚杆最大荷载为70kN,顶锚索最大荷载为25t，锚杆螺母的拧紧力矩为120N·m,把以上量测的结果反馈到设计和施工中去，用以指导作业规程的编制改进支护设计，指导施工实践。
表3-3-4
顶板离层指示仪
ZKBY-2
力矩扳手
J-003-173
顶板离层仪安装见附图：图3-3-5
图3-3-5
第四节 支护设计
一、 确定巷道支护形式：
根据山西天德安全技术有限公司、山西大同大学采矿工程研究所对大同市吴官屯煤业有限公司煤巷锚杆支护鉴定。6#顺槽掘进采用锚杆支护。每隔5米打一组锚索支护。局部顶烂处要铺金属网。
支护示意见附图：图3-4-6
图3-4-6
一、 支护参数设计
(一) 采用支护参数：
（1）6#顺槽支护型式为四排锚杆支护，间距×排距=1.0×1.0m，横竖要成行，采用1.7米圆钢锚杆，锚固力不小于70KN。每隔5米打一组锚索支护。
（2）6#顺槽掘到820米处，向巷道西帮开始进行扩帮，扩帮和掘进同时进行。即在掘进过程中将巷道宽度从4.2米扩至5米，要求一次成巷。将原有四排眼变成5排，每个5米打一组锚索配合4m钢梁加强支护。
（3）局部压力增大处缩小锚杆间排距或改用锚索铺金属网支护，遇到局部巷壁破碎时，采用锚杆铺金属网支护，间距2.2米，排距1.5米。
巷壁支护见附图：图3-4-7
图3-4-7
扩帮后支护见附图：图3-4-8
图3-4-8
(二) 支护参数。
1、顶板锚杆整体锚固结构体厚度应满足：
t=0.612B =1.29m
计算得，巷道整体锚固结构体的有效组合厚度约为1.30m；
式中： t---整体锚固结构体厚度，m;
B---整体锚固结构体厚度跨度，回采巷道取4.2m;
K---安全系数，掘进机掘取2～3 ，取3；
KP---软岩或动压巷道围岩荷载最大系数，回采巷道取
2～3，取3；
φ---与整体锚固结构体有关的系数，取0.65；
η---岩体平均试验抗拉强度折减系数，取0.65；
σL---岩体平均试验抗拉强度，计算取5.21MPa;
Pi---整体锚固结构体载荷，根据不稳岩层高度计算确定巷道取60kN/m2。
2、顶锚杆长度：
根据Lm=L1+t+L2=0.10+1.30+0.3=1.70m
式中：
Lm---锚杆长度，m；
L1---锚杆外露长度，取0.10m；
L2---锚固段长度，取0.3 m；
t---整体锚固结构体有效组合厚度，取1.30m。
计算巷道顶锚杆长度为： 1.70m。
3、锚杆间排距：
取锚杆间排距相等，a=a1=a2,则间排距为：
a===1.04m
式中：Q---锚杆锚固力70kN/m3;
L2---锚杆的有效长度1.30m；
γ---不稳定岩层平均重力密度24.7kN/m3。
间距取1000mm，排距取1000mm。
锚索长度：
依据顶板岩层特性，按悬吊理论计算：L=L0+△=3.75
式中：L0-顶板不稳定岩层高度，根据钻孔窥视结果无板不稳定岩层高度2.05m,△-锚索锚固长度与外露长度之和，取1.7m。
确定巷道锚索长度4m.
锚索间排距：
每排布置2根锚索时排距为：
计算得锚索间距为4.6m，取5m。
式中：-锚索锚固力取25t；Qm-锚杆取锚固力7t;Qc根据冒落岩层高度计算得回采巷道10t/m。n-选调作用锚杆根数，取3；k-安全系数，取1。
联合锚索支护理论和实际支护断面确定：巷道锚索间距为2m，排距为5m。要求锚索间排距偏差在±100㎜以内，钻孔深度允许偏差0～+200㎜，锚索外露长度超出托板≤350mm，锚索锚固力达到25t。
第五节 支护工艺
一、 支护形式及材料
1、支护形式
6#顺槽顶板支护形式为四排眼，其间排距均为1.0米，要求横竖要成行，每隔5米打一组锚索支护，最大控顶距2.3米，最小为0.3米，局部顶烂处或压力增大处要缩小锚杆间排距或改用锚索铺金属网支护。
控顶距见附图：图3-5-9
图3-5-9
2、支护材料
表3-5-5
材 料
规 格 型 号
麻花锚杆
φ18×1700mm
树脂药卷
k3530型 φ35×300mm
水泥托板
600×160×100mm
垫片
70mm×70mm 孔径：φ20mm
螺母
M18
钢绞线
φ17.8×4000mm
工字钢
10# 3000mm
金属网
30×30mm
口型吊环
160×140×116mm
木板
3200×150×50mm
3、安装锚杆要求
(1)锚杆杆体、锚固剂、托板、螺母、垫片等质量要合格，有产品合格证。
(2)锚杆孔要打到设计深度，托板不松动，紧贴顶板，托顶下上紧双螺母，托板下外露长度不大于5cm。
(3)锚固力达到7吨。
(4)锚杆间距、排距、控顶距符合规程要求，托板的长度方向与工作面前进方向垂直。
二、支护工艺及要求
(一)临时支护
1、割煤够一排锚杆距离→退机后用长把工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→临时支护→打锚杆
2、锚杆间距、排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。
3、巷道超挖超过300mm时，必须在其旁边补打锚杆。
4、保持锚杆材质的清洁卫生，锚杆杆体螺母、垫片要清洁光亮无锈蚀，锚杆头螺纹部分或麻花体更要清洁卫生，不得有氧化皮，保证锚固质量。锚固剂要注意包装质量，严禁混入其他杂质、降低锚固力。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
6#顺槽掘进工作面采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，由顺槽皮带转载到皮带上山溜入7#层溜煤眼运出。
第二节凿岩方式
一、机掘施工方式
1、6#顺槽掘进采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，由顺槽皮带转载到皮带上山溜入7#层溜煤眼运出。
2、生产工艺流程
安全与有害气体检查→工作面探水→开机前准备→掘进机割装运煤→运料、清浮煤→临时支护→锚杆支护→下一个循环（安全与有害气体检查要贯穿生产工艺全过程）。
3、检修工艺流程
检修前准备→检修掘进机、锚杆钻机、探水钻机各部位、加油、更换截齿→带式输送机各部位及延伸皮带、各种保护装置、信号系统→下料、其他工作→正常掘进
4、掘进机截割工艺
掘进机采用横向往复式截割：先使锥形螺旋截割头沿巷道底板钻进500mm，然后摆动截杆按照由下向上进行往复截割，进刀深度0.5米，截割完毕后要退出掘进机进行支护，支护完毕后再进行下一循环，往复进行。
图4-1-10
二、 炮掘施工方式
1、回风绕道掘进施工时，采用普通钻爆法施工。
2、钻爆工艺流程
钻眼前准备→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水降尘→维护顶板→临时支护→出煤→锚杆支护
炮眼布置图见附图：
图4-2-11
三、掘进扒装运输方式
1、6#顺槽掘进采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，转载到顺槽皮带，再转载到皮带上山皮带翻入7#溜煤眼运出。
2、回风绕道掘进采用爆破落煤，人工将煤装入刮板输送机运输到皮带上山皮带从7#层溜煤眼运出。
四、施工设备与供电情况见表4-2-6。
表4-2-6 施工设备与供电情况
序 号
机械、钻具名称
型 号
数 量
动 力
配套方式
备 注
1
掘 进 机
EBZ-200H
1
电动
独立
2
带式输送机
SSJ 800/2×75
1
电动
独立
3
锚杆钻机
MZ-Ⅲ
2
电动
独立
4
探水钻机
ZYJ-270/170
2
电动
独立
5
局 扇
FBNO5.6/2×15KW
2
电动
独立
6
风 筒
80
150条
7
煤 电 钻
2
电动
独立
8
刮板输送机
SGZ-764/264
2
电动
独立
第三节 装载与运输
一、 装载与运输方式
1、装煤、运煤：掘进时由掘进机装载部自行装煤、运煤、转载到皮带运出。
2、材料及设备运输：材料及设备在地面装入料车由副井下放到3#层坑底，利用矿用绞车运至工作面。
二、运输设备的铺设及安全设施
(一）运输设备的铺设
1、带式输送机铺设
(1)带式输送机铺设应平、直、稳铺在实底上，皮带接头要牢固；
(2)输送机机头，机尾距巷帮距离不小于0.7m，中间部分距巷帮距离不小于0.5m。
2、刮板输送机铺设
在顺槽开口及掘回风绕道时，须铺设刮板输送机。
(1)刮板输送机铺设应平、直、稳，铺在实底上。各部件齐全、可靠、有效。
(2)刮板输送机机头、机尾必须打地锚锚固。
(二)安全设施及要求
1、声、光、电信号必须齐全有效，灵活可靠。
2、胶带输送机各种保护必须齐全有效。
必须有洒水、烟雾、温度、跑偏、急停、断带、堆煤撕带等保护装置。
3、清扫装置要有效。
(三)装载设备运输方式
装载设备运输方式见表4-3-7
表4-3-7 装载设备运输方式
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
运输方式
运输距离
1
掘进机
EBZ-200H
1
6#顺工作面头
20米
2
带输送机
SSJ 800/2×75
1
6#顺槽
870米
第四节 管线敷设
一、各类管线布置及要求
1、风筒、水管、电缆等各类管线的敷设见巷道断面图。
2、风筒吊挂靠帮，逢环必挂。吊挂要平、直、稳，距工作面尽头不大于5米。
3、水管用挂钩吊挂牢固，每隔6米吊挂一处，悬挂高度不低于1.5m，距工作面不超过20m。
4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。
巷道断面布置见附图：图4-2-12
图4-2-12
二、管线敷设方式
管线敷设方式见表4-4-8。
表4-4-8 管线敷设方式
序号
名 称
规格型号
单位
数量
吊挂方式
与工作面间距
1
风 筒
80×8m
条
103
靠帮逢环必挂
不大于5米
2
水 管
3×6
根
145
靠帮不大于3米，捆绑
不大于20米
3
电缆线
米
865
靠帮，专用挂钩
到工作面设备
4
电话线
MHLYV2
米
865
靠帮专用挂钩
到工作面电话
5
监控线
米
865
靠帮专用挂钩
到工作面探头位置
6
信号线
米
865
靠帮专用挂钩
到工作面设备
7
压风管路
3×6
根
145
靠帮不大于3米，捆绑
不大于50米
第五节 设备及工具配备
设备及工具配备见表4-5-9
表4-5-9 设备及工具配备表
序号
名 称
型 号
单 位
数 量
备 注
1
掘 进 机
EBZ-200H
台
1
2
带式输送机
SSJ 800/2×75
部
1
3
局部通风机
FBDNO5.6/2×15KW
台
2
4
风 筒
80
条
103
5
水 管
3寸
根
290
一趟供水一趟排水
6
探水钻机
ZYJ-270/170
台
2
7
锚杆钻机
MZ-Ⅲ
台
2
8
控制开关
台
3
9
馈电开关
台
3
10
综 保
台
3
11
激光指向仪
YBJ-600﹙I﹚
台
2
12
电 话
KTH
部
2
13
灭 火 器
个
4
14
砂 箱
个
2
15
铁 锹
把
4
16
消防软管
2寸
条
4
第五章 生产系统
第一节 通 风
一、通风方式与供风距离
采用局扇压入式通风，最长供风距离992米。
二、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×k掘通=100×0.187×1.75=32.73m3/min
式中：Q掘---掘进工作面实际需要风量，m3/min;
100---单位瓦斯涌出量配风量；
q掘---掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
K掘通---掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。
2、按二氧化碳涌出量计算
Q掘=67×q掘×k掘通=67×0.3×1.75=35.175m3/min
式中：Q掘---掘进工作面实际需要风量，m3/min。
67---单位二氧化碳涌出量配风量；
q掘---掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；
K掘通---掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。
3、按人数计算
每人供风≮4m3/min
Q掘≮4n=4×16=64 m3/min
式中：Q掘---掘进工作面实际需要风量，m3/min。
4---每人每分钟不低于4 m3/min的配风量；
n---掘进工作面同时工作的最多人数。
4、按局部通风机的实际吸风量计算
根据以上计算和我矿实际情况：
选用对旋风机两台，一台工作，一台备用。风机型号：FBDNO 5.6，额定功率2×15KW，
风量280-430m3/min，风压4100-485Pa。
Q掘=Q机吸×I=330×1=330 m3/min
式中：Q机吸---掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min；
I ---掘进工作面同时运转的局部风机台数，台；
为了局部通风机不发生循环风，防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的风流处于停状态而引起瓦斯积聚，还要保证安设局部通风机的巷道中的风量，必须大于局部通风机吸风量的1.34倍。
Q巷风=1.34Q机吸=1.34×330=442.2 m3/min
式中：Q巷风---安设局部通风机巷道的供风量，m3/min；
Q机吸---局部通风机的吸风量，m3/min。
5、掘进工作面风量验算：
(1)按最低风速验算：
煤巷掘进工作面最低风量
Q煤掘>60×0.25s=15×12.6=189m3/min
(2)按最高风速验算：
煤巷掘进工作面最高风量
Q煤掘<60×0.25s =240×12.6=3024 m3/min
经验算：
189 m3/min﹤442.2m3/min﹤3024 m3/min
风量验算符合要求。
三、局部通风机的安装地点及通风路线：
局部通风机安装在6#顺槽口处距回风绕道口大于10米的位置。
通风路线：
主井、1#副井、2#副井→3#层坑底→3#层轨道、皮带大巷→2#运料暗斜井→7#层轨道大巷→7#层轨道、皮带上山→6#顺槽→6#顺槽回风联络巷→7#层回风大巷→水泉回风暗斜井→水泉风井→地面
图5-1-13
第二节 压风自救系统
1、压风路线2#副井→3#层坑底→3#层千米皮带大巷→2#运料暗斜井→7#层轨道大巷→7#层轨道上山→7#层皮带上山→6#顺槽→工作面
2、工作面压风管主管路为4寸钢管，盘区管路3寸钢管，工作面2寸钢管。
3、空气压缩机必须符合煤矿在用空气压缩机安全检测检验规范。
4、空压机的排气量40m3，额定排气压力为0.8MPa.
5、使用压风自救系统的要求
（1）距回风处50-70米处及距巷道末端50米处在压风管路上安装一组三通及阀门和压风自救装置
（2）压风自救系统安装在掘进工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，便于现场人员自救应用。
（3）工作面漏风应及时处理，工作面停止工作时应及时关闭压风阀门。
压风自救系统的配套设备应符合相关标准的规定，纳入安全标志管理的应取得矿用产品安全标志。
压风自救系统安装完毕，经验收合格后方可投入使用
5、系统维护管理
（1）主备压风机要定期切换运行。
（2）保护装置按照规定定期试验。
（3）设备的保养按照产品说明执行。
（4）管路定期防腐处理并有保护措施。
（5）压风管路统一标色，与其它管路区分开。
（6）各类阀门要定期维护、试验，确保转动灵活
图5-2-14
第三节 综合防尘及供水施救
防尘供水系统：地面静压水池→1#副井→3#层坑底→3#层1000米水平运输大巷→2#运料暗斜井→7#层轨道大巷→西盘区轨道上山→6#顺槽→工作面
6#顺槽综合防尘：
1、防尘供水管路铺设：防尘水管每隔50米设一个三通阀门，并安装不少于30米的洒水软管，定期冲洗巷道。
2、净化水幕：距巷口30米处安设一道净化水幕，以后每掘100米安设一道净化水幕，水幕要覆盖巷道全断面。
3、转载点喷雾：掘进机转载点、皮带转载点必须安装喷雾设施。喷嘴高度安在距转载点40-50cm，宽度20cm的位置，使喷嘴正对转载出煤点。且雾化程度要高，完全呈雾状。
4、综掘机内外喷雾：综掘机必须有内外喷雾，做到开机开水，停机停水，内外喷雾压力符合规程要求。
5、定期对巷道及工作面进行清扫。
6、6#顺槽在开口70米处开始，每隔200米设置一组隔爆水袋装置，水量配备为每平方米不得少于400升，架间距为1.3-3m，棚区长度不小于30米，吊挂采用每对相对布置的易脱钩方式。
7、作业时，作业人员必须佩戴防尘口罩，用煤电钻或探水钻机，锚杆钻机打眼时，必须湿式打眼，严禁干打眼。
8、带式输送机机头处必须设置专用的灭火水管接头及洒水胶管。
图5-3-15
图5-3-16
第四节 防灭火
7#煤层煤的自燃倾向性为容易自燃，自燃等级为I级，煤尘最大爆炸指数33.71MPam/s。
1、6#顺槽每隔50米安装一个防消三通阀门，并配备消防洒水软管，消防水管要确保不间断供水，水量、水压达到规程要求。
2、在胶带输送机机头，机尾至少各备2个灭火器和1个砂箱。
3、井下使用的各种油脂必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油脂必须运出地面严禁在井下存放。
4、井下使用的油脂、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的要由专人定期送到地面处理。严禁将剩油、废料泼洒乱扔在巷道或硐室内。
5、各种电器设备要安装相应的保护装置，杜绝明火、失爆。
6、每个班，将巷道的浮煤和落尘进行一次清扫。
7、严禁在井下焊接任何器材。
8、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭水器、砂子扑灭等，若火势较大，为防止火势发展应采取封闭隔绝灭火。同时立即向矿调度室汇报，危及人身安全时，必须立即组织人员撤出到安全地点。并通知可能受火灾威胁的区域的人员撤出到安全地点。
第五节 安全监测监控系统
安全监控系统
地面监控站→1#副井→3#层坑底→3#层1000米水平运输大巷→2#运料暗斜井→7#层轨道大巷→7#层轨道上山→6#顺槽→工作面监控设备
1、在工作面距尽头5米处的回风侧（风筒对帮）安装一台瓦斯自动报警断电仪，安装位置距顶板不大于30cm，距巷帮不小于20cm，报警浓度为1%，断电浓度1.5%，断电范围6#顺槽所有非本质安全型电气设备。复电浓度小于1%。
2、在掘进工作面回风口以里（即回风绕道以里）10-15米处安装一台瓦斯自动报警断电仪，安装位置距顶不大于30cm，距帮不小于20cm，报警浓度≧1%CH4，断电浓度≧1.5%CH4，复电浓度﹤1%CH4，断电范围、6#顺槽所有非本质安全型电气设备。
3、掘进机安装机载式瓦斯自动报警断电仪，报警浓度≧1.0% CH4，断电浓度≧1.5%CH4，复电浓度﹤1%CH4，断电范围：掘进机电源。
4、每班的队长、安全员、瓦斯员、管理干部、电钳工、掘进机司机必须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。
图5-5-17
第六节 供电
供电系统：
地面变电所→1#副井→3#层中央变电所→3#层1000米水平大巷→2#运料暗斜井→11#层轨道大巷→11#层变电所→7#层变电所→7#层轨道上山→6#顺槽用电设备
图5-6-18
图5-6-19
第七节 排水
排水系统：
6#顺槽涌水→7#层轨道上山→7#层轨道大巷→2#运料暗斜井→11#层水仓→3#层千米大巷→2#层运料暗斜井坑底水仓→3#层坑底水仓→2#副井→地面
图5-7-20
第八节 运输
运输系统：
1、运煤系统：
6#顺槽工作面→7#层皮带上山→7#层皮带大巷→7#层溜煤眼→2#皮带暗斜井→3#层溜煤眼→3#层1000米水平大巷→3#层煤仓→箕斗井→地面
2、运料系统：
2#副井1#副井→3#层坑底→3#层千米轨道大巷→2#运料暗斜井→7#层轨道大巷→7#层轨道上山→6#顺槽→工作面
图5-8-21
3、人员运行系统
入井时：
1#副井→3#层坑底→3#层千米轨道大巷→2#运料暗斜井→7#层轨道大巷→7#层轨道上山→6#顺槽工作面
出井时路线与入井时相反。
第九节 照明和信号
6#顺槽皮带、装载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光往返电铃信号装置。并设置照明信号综合保护装置作为电源为6#顺槽解决照明。照明灯必须使用防爆节能荧光灯。
第十节 通讯联络系统
6#顺槽与矿调度室及井下各地点的通讯联系，采用程控自动交换机。并采用矿用本质安全型壁挂话机。
通讯系统：
→矿调度室
工作面→
→井下各采掘运工作面通讯网
二、通信系统操作人员岗位职责
1、遵守劳动纪律，服从调度指挥，做好作业前准备，认真做好本质工作，操作人员应经培训合格，持证上岗。
2、严格操作规程，实行定期巡视监测管理，确保通话质量和线路的畅通。
3、熟悉煤矿安全规程和矿井防爆要求，严格停送电管理制度，确保安全生产。
4、熟悉本矿生产、调度、管理等各环节通信联络系统并能正确使用。
5、地面或井下固定人员必须坚守工作岗位，严禁有脱岗、串岗、睡觉的行为。6、若遇通信联络系统发生故障，操作人员必须立即向分管领导汇报，及时查明原因，采取措施尽快恢复。
7、系统控制中心操作人员每天24小时有人值班，认真填写设备进行记录和使用记录。若遇到异常情况，立即通知矿领导值班人员。
8、保持通讯现场整洁，做好文明生产。
图5-10-23
第十一节 人员定位系统
一、安装、使用与维护
1、各个人员出入井口、重点区域出/入口、限制区域等地点应设置分站，并能满足监测携卡人员出/入井、出/入重点区域、出/入限制区域的要求。
2、巷道分支处应设置分站，并能满足监测携卡人员出/入方向的要求。
3、下井应携带识别卡。
4、识别卡严禁擅自拆开。
5、工作不正常的识别卡严禁使用。性能完好的识别卡总数，至少比经常人员的总数多10%，不固定专人使用的识别卡，性能完好的识别卡总数至少比每班最多下井人数多10%。
6、矿调度室应设置显示设备，显示井下人员位置等。
7、各个人员出入井口应设置检测识别卡工作是否正常和唯一性检测的装置，并提示携卡人员本人及相关人员。
8、分站应设置在便于读卡、观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的位置。
9、设备使用前，应按产品使用说明书的要求调试设备，并在地面通电运行24小时，合格后方可使用。防爆设备应经检验合格，并贴合格证后，方可下井使用。
10、设备发生故障时，应及时处理，在故障期间应采用人工监测，并填写故障登记表。
11、安全监测工应24小时值班，应每天检查设备及电缆、发现问题应及时处理，并将处理结果报中心站。
12、当电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1小时，应及时更换。
13、入井电缆的入井口处应具有防雷措施。
6、中心站24小时有人值班。值班员应认真监视监视器所显示的各种信息，详细记录系统各部分的运行状态，填写运行日志，打印监测日（班）报表，报矿长和有关负责人审阅。接到报警后，值班员应立即通知调度及值班领导，调度及值班领导应立即采取措施，处理结果应记录备案。
二、人员定位系统应具有以下管理功能：
——携卡人员个人基本信息，主要包括卡号、姓名、身份证号、出生年月、职务或工种、所在部门或区队班组；
——携卡人员出入井总数、个人下井工作时间及出入井时刻信息；
——重点区域携卡人员基本信息及分布；
——携卡工作异常人员基本信息及分布，并报警；
——携卡人员下井活动路线信息；
——携卡人员统计信息，主要包括工作地点、月下井次数、时间等；
——按部门、区域、时间、分站（读卡器）、人员等分类信息查询功能；
——各种信息存储、显示、统计、声光报警、打印等功能。
人员定位系统主机应安装在地面，并双机备份，且应在矿山生产调度室设置显示终端。
人员出入井口和重点区域进出口等地点应安装分站（读卡器）。
分站（读卡器）应安装在便于读卡、观察、调试、检验，且围岩稳固、支护良好、无淋水、无杂物、不容易受到损害的位置。
主机及分站（读卡器）的备用电源应能保证连续工作2h以上。
识别卡应专人专卡，并配备不少于经常下井人员总数10%的备用卡。
每个下井人员应携带识别卡，工作时不得与识别卡分离。
应配备检测识别卡工作是否正常的装置，工作不正常的识别卡严禁使用。
电缆和光缆敷设应符合GB16423-2006中6.5.2的相关规定。
人员定位系统应取得矿用产品安全标志。
人员定位系统安装完毕，经验收合格后方可投入使用。
维护与管理
应指定人员负责人员定位系统的日常检查与维护工作。
识别卡发放及信息变更应由专人负责管理。
应定期对人员定位系统进行巡视和检查，发现故障及时处理。在故障期间，若影响到对井下人员情况的监控，应采用人工监测，并做好记录。
应建立以下帐卡及报表：
——设备、仪表台账；
——设备故障登记表；
——检修记录；
——巡检记录。
应绘制人员定位系统布置图，并根据实际情况的变化及时更新。布置图应标明分站（读卡器）等设备的位置、信号线缆和供电电缆走向等。
应每3个月对人员定位系统信息资料、数据进行备份，备份数据应保存6个月以上。
相关图纸、技术资料应归档保存。
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
表6-1-10 劳动组织
劳 动 组 织 表
序号
工 种
出 勤 人 数
早班
二班
夜班
1
跟班队长
1
1
1
2
质检员
1
3
综掘机司机
2
2
2
4
锚杆工
3
3
5
带式输送机司机工
1
1
1
6
刮板输送机司机工
1
1
1
7
机电工
3
8
检修工
3
2
2
9
清煤工
5
3
3
10
材料员
1
11
运料工
4
12
合 计
22
13
13
2、作业方式：根据本矿生产实际，6#顺槽掘进采用“三八制”作业方式。其中两班生产，一班检修，每班工作8小时。
第二节 作业循环方式
表6-2-11（见作业循环方式表）
第三节 主要经济技术指标
表6-3-12（见主要经济技术指标表）
项 目
单 位
指 标
备 注
工作面长度
m
870
断面
m2
12.6
出勤人数
人
循环进度
m
0.5
日进尺
m
8
月进尺
m
240
按30天/月计
锚杆消耗量
根/m
4
按四排眼间排距均1.0
树脂药消耗
根/m
4
顶托板
个/m
4
第七章 安全技术措施
第一节 一通三防
一、 通风瓦斯管理
1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。
2、局部通风机必须由指定人员负责管理。或由专职瓦检员负责管理。
3、一台专用变压器只准为一个采区供电，一台局部通风机只准向一个工作面供风。
4、严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于90°应使用伸缩风筒，一台局部通风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补或更换，风筒百米漏风率应控制在3%以内。
5、风筒出口到工作面尽头的距离不超过5米。
6、安装局部通风机要求离地高度大于30cm。安装在进风巷道，距掘进回风口的距离要大于10米。局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积。
7、局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌应写明供风地点，局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否有循环风、是否实现“三专两闭锁”，负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风量率和瓦斯等内容。
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