大方煤业小屯煤矿掘进工作面作业规程.pdf

编号：XTMK-J J YQ-0 1YS大方煤业小屯煤矿工作面作叫曜工作面名称：16中01运顺顺槽编制人：区队长：施工单位：掘进一区批准人：编制日期：年 月 日执行日期：年 月 日目录矿审批意见.5作 业 过 程 学 习 和 考 试 记录.6作业规程复查记录.7第一章概况.8第一节概述.8第二节编写依据.8第二章 地面相对位置及地质水文情况.9第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况.9第二节 煤（岩）层赋存特征.9第三节地质构造.11第四节水文地质.11第三章 巷道布置及支护说明.12第一节巷道布置.12第二节矿压观测.12第三节支护设计.12第四节支护工艺.错误！未定义书签。第四章施工工艺.错误！未定义书签。第一节 施工方法.错误！未定义书签。第二节 凿岩方式.错误！未定义书签。第三节 爆破作业.错误！未定义书签。0第四节装运岩（煤）方式.21第五节 管线及轨道敷设.21第六节 设备及工具配备.22第五章 劳动组织及主要技术经济指标.24第一节 劳动组织.24第二节 循环作业.24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.27第三节 防尘系统.28第四节放灭火.29第五节 安全监测系统.30第六节 供电系统.33第七节排水系统.33第八节运输系统.33第七章灾害预防及避灾路线.34第一节灾害预防.34第二节 避灾路线.37第八章 安全技术措施.38第一节 施工准备.38第二节“一通三防”管理.39第三节 顶板管理.42第四节爆破管理.45第五节 防治水管理.51第六节机电管理.51第七节运输管理.56第八节 胶带输送机及胶带输送机运料管理.59第九节其他.60第九章 掘进工作面“三位一体”手指口述安全确认.75第一节“三位一体”手指口述安全确认.75第二节 掘进专业各工种手指口述安全确认表.77矿审批意见会审单位及人员签字:工程技术部：年月日地测部：年月日通防部：年月日安监部：年月日机电部：年月H调度室：年月日总工程师：年月H作业规程学习和考试记录负责人：传达人：班次:贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题:二、处理意见:第一章概况第一节概述一、巷道名称：本作业规程掘进的巷道为16中01运输顺槽。二、掘进目的及巷道用途：掘进目的及用途是形成16中01采煤工作面生产及通风系统，满足16中01工作 面回采时的通风、行人、运输、敷设管路的需要。三、巷道设计长度及服务年限：1、16中01运顺施工长度为10 96m,2、巷道服务年限：该巷道为回采巷道，服务年限5年。四、预计开工、竣工日期：本掘进工作面将在2009年5月份开工，预计于2013年1月份完工。附图：1601运顺施工平、剖面图第二节编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明说名称为一采区设计说明书，批准时间为2005年6月。二、地质说明书及批准时间：地质说明书名称为16中01工作面掘进地质说明书，批准时间为2008年5 月。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该巷道地面相对位置及邻近采区开采情况见下表：概况巷道名称16中01运顺水平名称1390水平米区名称一采区地面标高+1540+1740 m井下标高13501380 m面置 地位工作面设计切眼轨J 运顺端位于龙潭口村页端位于龙潭口村WS5 9方向1491n处；设计切眼 WS27方向175叱设计停采线轨顺端位于小屯矿 井工业广场ES32 960 m。周掘况 四采情巷道左翼为回采区，右翼为停采线掘进对地面 设施的影响对地面设施无影响第二节煤（岩）层赋存特征、煤层赋存特征1、该段巷道的煤层赋存特征见下表:煤层 情况煤层总厚（m）L 69-2.402.0 4煤层结构中等煤层倾角（）2-7 3可采指数93%变异系数（%）35%稳定程度较稳定煤层为二叠系上统龙潭组上部6中煤。6中煤厚度：依据工作面附近钻孔资料为 1.69-2.40/2.0 4m,厚度变化较大，结构中等，总体趋势呈不规则变化趋势。煤层为 块状、粉粒状，细宽条带构造，以亮煤为主，夹镜煤细条带及丝炭，玻璃光泽，半 亮型，偶含一层夹砰。煤层硬度f=L32左右，煤层瓦斯中甲烷含量平均90.31%（参 考可研报告综合成果）o6中、6下煤层间距0.89-8.49/3.49m（因没有具体钻孔资料统计，此数据采用全 井田综合资料）。工作面内煤层总体走向为61。-10 7-197,倾向为151-197-287,倾角 2 7。，工作面北段停采线至工作面中部煤层倾角较小，工作面西南方向由于位于 白瓦厂向斜轴部，煤层倾角较大。工作面倾斜方向煤层伪倾角：切眼中由于在向斜轴 部，倾角。7。，运输顺槽南倾25。，轨道顺槽南倾25。、靠切眼方向47。2、煤层顶底板情况如下表:煤层 顶底 板情 况顶、底板 名称岩石名称厚度(m)岩性特征直接顶粉、细砂岩粉砂质泥岩2.14-2.282.22深灰泥质粉砂岩为主，薄层状，层理间极破碎，中上部见挤压擦痕，挤压严重，中下部见水平层 理。局部范围为粉砂质泥岩和泥岩。伪顶泥 岩直接底泥岩LOO-L 173.33深灰色泥岩为主，岩性松软破碎，遇水极易软化，局部为深灰色薄层状泥质粉砂岩和粉砂质泥岩。老底细、粉砂岩二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数见下表煤层瓦斯涌 出量、瓦斯 等级、发火 期、煤层爆 炸系数等情 况瓦斯高瓦斯矿井，瓦斯中甲烷含量平均值为90.31%。煤尘6中煤取样进行煤尘爆炸性实验，火焰长度、岩粉量均为0,该煤层无煤尘爆炸性危险。煤的自燃对煤层还原样与氧化样着火点温度差在26-33之间，煤层自燃趋势等级为不易自燃煤。煤质该煤层属无烟煤三号(WY0 34)。地温16.5-35.5地压显微硬度(Hvn/mm2)煤层硬质煤体直接顶直接底3.71附图：16中01运顺煤岩层综合柱状第三节地质构造一、褶皱该面位于白瓦厂向斜的北西翼，总体构造受白瓦厂向斜的影响，工作面西北 面呈单斜构造，东南在白瓦厂向斜的轴部及另一翼。受白瓦厂向斜影响，工作面 总体上呈北西高，东南低的趋势，最高点在运输顺槽设计停采线位置，最底点在 运输顺槽切眼端。二、断层、陷落柱、溶洞因目前没有提交精查地质报告，据可研报告地质部分资料分析，该工作面范 围内勘探阶段没有发现断层、陷落柱和溶洞的存在。但鉴于该地区构造复杂，溶洞、陷落柱在井田内多处存在的特点，且目前地质勘探对构造、溶洞、陷落 柱等控制程度很低，因此工作面在掘进过程中，不能排除揭露隐伏断层、陷落 柱、溶洞的可能性。第四节水文地质二叠系下统茅口组Pim灰岩虽是强含水层，但与上组煤间距（160 m以上）很 大，估计不会对上组煤开采产生威胁；三叠系夜郎组玉龙山段Tly?h灰岩为中等 含水层，位于6中煤的上部地层，但其下部有本组沙堡湾段，岩性为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，属隔水层，平均厚度5 6.5 7m,所以玉龙山段Tly?h灰岩含水层对6中 煤的开采影响不会很大；二叠系上统长兴组P2c灰岩为弱含水层（厚度平均 13.66m）,其下部与6煤之间地层以粉砂岩、泥质粉砂岩为主（平均厚度21.42m）,也属于弱含水层，这两部分地层为6煤顶板的直接充水含水层，但都属于弱含水 层，虽对6煤回采产生一定影响，预计涌水量不会很大。工作面直接充水含水层为石灰岩、间接充水岩层为顶部长兴灰岩。巷道顶板 砂岩为灰、深灰色细砂岩，泥质胶结，层状结构，平均厚度13.27米，含裂隙水、富水性较强、补给性差、以淋水状表现，对掘进下山工作面有一定影响。根据16 中01运顺已掘进资料，顶板裂隙水最大为12n)3/h；预计最大涌水量为15 m7h,因 工作面可能有断层分布，揭露断层时涌水量将会增大到25 nl7h,所以必须加强防 治水。长兴灰岩距离掘进顶板还有一段距离，主要是通过裂隙水渗透进入掘进顶 板，根据资料判断对掘进工作造成局部影响。掘进期间应在岩层破碎、淋水较大 区段加强支护，防止较大范围冒顶的发生而造成大量集中涌水。建立健全工作面 排水系统，准备好备用泵，加强排水工作。完善排水系统，加强低洼点处的排放 水工作，防止积水影响生产安全。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、16中01运顺有关情况及影响：巷道从一中车场进入16中01运顺，与一中车场成37夹角，方位是N5 8 30,Eo 16中01运顺设计全长10 96m,与16中03运顺平行布置。巷道在掘进过程中对相邻巷道没有影响。第二节支护设计一、巷道断面及参数16中01运输顺槽按煤层顶板掘进，巷道施工断面改为矩形状，沿煤层顶板掘 进，净宽4.3m,净高2.8m,净断面积12.04k,巷道支护为锚、网、梯，联合支 护，光面爆破，全断面掘进，一次成巷的施工方案；局部采用刚性支架等加强支 护(施工中根据实际揭露的围岩状况，调整支护类型或加强支护)。二、支护形式1.临时支护顶板采用金属前探梁作为临时支护,前探梁规格为76X35 0 0 mm的圆形钢 管制作，间距为顶板锚杆间距(详见附图)。吊环为自制的前探支护可调吊环，并焊上与锚杆螺帽相对应的螺母，挑杆 前后两点固定。严格敲帮问顶制度，用长柄工具找掉浮煤、活石、碎肝。将吊环拧在最前2排顶部锚杆上，将前探梁穿在吊环内。将前探支护网挂到巷道拱顶中央的探梁上，拱顶中央两侧的探梁挑住前探 支护网。用小杆、木楔在挑杆的外端背牢，以使探梁前后背实接顶。临时支护与工作面的最小控顶距：0.3叱 最大控顶距：岩巷1.9m。施工期间必须配备足够同等使用规格得前探梁3根。断面正常使用2根,备用1根。附图：巷道临时支护示意图2、永久支护煤巷段形状为矩形，采用锚、网、梯加锚索联合支护作为永久支护。锚杆支 护按悬吊理论计算锚杆参数：1.顶部锚杆长度计算：L=(l+l/2f)X(1.1+B/10)=(l+l/2x2)X(1.1+4.7/10)=1.96m式中：f一顶板(煤)的普氏硬度系数，f=2；B顺槽最大跨度，4.5 m；顶锚杆实际长度L顶=L+L1=1.96+0.1=2.0 6m式中：L1锚杆的外露长度最后选取锚杆规格为：420 X220 0 nini螺纹锚杆，有效长度为2.1m。2.帮部锚杆长度计算：L 帮=1+Z+L11=(l+f)/(l+2f)+(B-l)/(B+1)式中：1一两帮煤体非有效承载区宽度；Z-帮部锚杆伸出非有效承载区之外的额定锚固深度，Z=0.35；L1锚杆外露长度，0.1m；V=(1+f)/(l+2f)+(B-l)/(B+1)=(1+2)/(1+2X2)+(4.7-1)/(4.7+1)=1.249mL 帮=1+Z+11=1.249+0.35+0.1=1.699 m顺槽帮部选用6 18 X 20 0 0 mm螺纹锚杆，符合巷道支护强度要求。3.间排距锚杆的间排距要保证其约束强度尽可能均匀分布，按下式估算锚杆间排距的 几何平均数D平：D 平=1/2K 铺K 护31/(1+21)+(2f-l)/(2f+l)式中：K铺-锚固方式系数，全长锚固系数取1.1。K护-护顶方式系数，铺金属网取1.2。I-围岩完整性系数，半煤取0.6.D 平=1/2X1.1X1.2X 3X0.6/(1+2X0.6)+(2X2-1)/(2X2+1)=0.936(m)通过以上计算为保证巷道的支护强度，顶部锚杆间排距为80 0 x80 0 mni,帮部 锚杆间排距为90 0 mmX80 0 mmo4.锚索当顶部锚杆锚入稳定岩层的深度Vim或顶板破碎、矿压显现明显及过断层时,打双排锚索加强支护，间排距2000X320 0 mm,且锚索锚入稳定岩层的长度必须2 1m,否则更换长锚索；顶板相对稳定时，可在巷道中心线上施工单排锚索，规格 为6 17.8 X 70 0 0 mm,间距为3200加。锚索必须及时涨紧，施工锚索时，锚索到迎 头的距离不得超过4m。附图：巷道支护断面图第三节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：巷道断面顶部肩窝的锚杆，与巷道水平成75夹角向上，距巷帮20 0 rnin,其 余顶部锚杆，垂直巷道顶板；帮部肩窝锚杆，与巷道水平成20。夹角向上，距顶 板为30 0 mli1,其余帮部锚杆，垂直巷帮，最下一根锚杆距底板30 0 mli1,与底板成 30夹角。顶部采用6 20X220 0 mm的螺纹钢锚杆；帮部锚杆均采用6 18X20 0 0 mm 螺纹钢锚杆。顶部锚杆螺母采用LM Q/YZK 032型阻尼螺母。正常施工时，为防止放炮时损坏底角锚杆，允许上一循环帮部的最下部一根 锚杆始终是在支护下一个循环过程中进行补打。顶部锚杆均采用一根CK 235 0型（眼底）和一根K 2370型的树脂药卷进行锚固。帮部锚杆使用一根CK 235 0型（眼底）和一根K 2370型的树脂药卷进行锚固。锚杆 呈矩形布置，与巷道轮廓线或岩石的主要层理面的夹角485 ,锚杆的托盘紧贴 岩面。锚杆托盘规格为150 X 150 X 10 mm的弧形托盘，锚杆均使用配套标准螺母紧 固。2、钢筋梯：顶部采用5 20 0 mm钢筋梯，帮部265 0 mm钢筋梯，钢筋支架连续焊接，焊缝高 度不小于焊件的最小厚度，无漏焊、无虚焊、无毛刺。顶部钢筋与帮部钢筋梯搭 接处，采用锚杆托盘穿过压实压牢。钢筋梯采用612所的钢筋焊制而成，3、锚索：钻孔采用锚杆钻机配6 28mm的金刚石钻头，深度约为6500 mm。锚索应打在钢 筋梯内，选择顶板较平整处，钻具采用风动锚杆机，四根B19长L5 ni和一根长 1.2m的钎子组合使用；每根锚索使用的树脂锚固剂3块树脂锚固剂。安装时首先 在锚索眼内按照顺序放入3块锚固剂，然后用锚索轻轻顶住锚固剂送入眼底，在 锚杆机上套上专用注锚器，将锚索下端头锁牢，然后开动锚杆机开始边旋进边搅 拌，直至锚索到底，搅拌时间控制在1520秒，等待25秒之后，松下锚杆机。锚 索注入约12min后，安装锚索托盘，并用锚索加压器施加预紧力，预紧力480 K N。锚索的锚固力4180 K N,锚索绞线露出锚索头的长度635 0 mll1。二、金属网安装工艺：1、顶部金属网安装：10#镀锌铁丝5 0 0 0 xl60 0 nmi菱形网1片；10#镀锌铁丝260 0 x160 0 mm 菱形网 1 片。2、帮部金属网安装：支护完顶部后，然后两人托起帮网，挂好钢梯，一人将帮网上端与挂好的顶 网联好，帮网后端与上一循环支护好的帮网联好，按要求打注帮部锚杆。三、锚杆安装工艺：1、打锚杆眼：打眼前，首先按照中线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须 先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活砰、危岩，检查钻机风水绳连接是否牢固，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准 确，眼位误差斗50所，眼向误差45。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时 应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水吹干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作，人员站在永久支护好的顶 板下。安装锚杆的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆：安装前，应将眼孔内的水、岩（煤）粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员 应站在孔口 一侧，眼孔方向不得有人。顶部锚杆，采用锚杆钻机配28nmi的金刚石钻头进行湿式打眼，打注锚杆时,按规定放入树脂锚固剂，立即将锚杆（带托盘）插入眼内，并将搅拌器与锚杆和 钻机连接，启动钻机，将锚杆注入，待树脂凝固时间超过15 s后，用锚杆钻机将 锚杆旋紧。帮部锚杆，采用帮部风动锚杆钻机配中28所的钻头进行湿式打眼；当两帮为 岩石时，采用YT-29型风钻配28mm的“一”字形钻头进行湿式打眼，打注锚杆 时，按规定放入树脂锚固剂，采用帮部风动锚杆钻机将锚杆注入，待树脂凝固时 间超过15 s后，将锚杆旋紧。要求托盘紧压网面，杆体坚实牢固不动。锚杆必须 有预紧力，每班对所施工锚杆进行预紧力检查，发现预紧力小于设计要求，及时 用预应力扳手或机械扳手拧紧拧牢。顶部锚杆锚固力15 0 K N,帮部锚杆锚固力10 0 K N。顶部锚杆的预紧力矩为120 N-m,帮部锚杆的预紧力矩为80 N m0打注锚杆前，操作人员必须全面检查注锚器、钻机的完好情况，否则不得使用。附：巷道工程支护质量表:检查项目设计值质量标准基本项目1.巷道净宽（廊）430 0 mm430 0 mm一般巷道：一5 0+15 0 mm2.巷道净高（mm）280 0 mm280 0 mm一般巷道：一30+15 0 mm3.锚杆安装安装牢固，托板紧贴壁面，未接触部位必须楔紧。4.抗拔力顶 10 0 K N最低值不小于设计值。允许偏差项目1.锚杆间、排距800X 80 0 mm100 mm（锚索150 mm）2.锚杆孔深度0+50 mm（锚索200 mm）3.锚杆角度与井巷轮廓线夹角2754.锚杆（锚索）外露长度露出螺母1550 mm（锚索：露出锁具WlOOmm）。第四章 施工工艺第一节施工方法一、16中01运顺全部采用放炮施工，采取一次全断面爆破的方式落煤。二、采用“三八”作业制，三个综合生产班组作业；采用掘支单行交替作业,一次成巷的作业方式，采用锚、网、梯支护，随掘随支，永久支护距迎头不大于 30 0 mm；临时支护紧跟迎头。循环方式：每班单循环，圆班3个循环。三、循环顺序：安全检查（交接班）一临时支护（串移前探梁）一打上部锚 杆一打上部眼一出秆一打下部锚杆一打下部眼一装药、联线一放炮、通风一安全 检查。第二节凿岩方式一、打眼机具采用YT-29型风钻打眼，风源来自地面压风机房。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、水炮泥堵孔、出煤前洒水、爆破前后冲刷巷帮、净 化水幕、个体佩带防尘口罩等。三、打眼打眼时严格按爆破图表施工，严格执行“一包（包机）、二定（定人、定位）、一坚持（湿式凿岩）、五不准（无措施不准施工，无爆破图表不准画线、不画线不准 点眼、不点眼不准开钻、钻孔质量不合格不准装药）制度，打出的炮眼要做到准、平、直、齐。第三节爆破作业一、炸药、雷管使用三级煤矿许用乳化炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管。二、装药结构采用正向装药。附图4-3-1 装药结构示意图三、起爆方式起爆使用MFB-30 0型安全网路闭锁发爆器起爆，联线方式为串联联线。四、爆破参数及炮眼布置详见附图矩形断面爆破参数：序号炮眼名称眼数（个）抵抗线（米）角度（度）眼深（米）装药量（kg）起爆次序装药结构连线方式每眼小计每眼小计1-6掏槽眼60.6762.012.00.63.61第一烟爆正向装药结构串联7-14辅助眼80.5901.814.40.453.6215-1828-31周边眼80.5881.814.40.151.2319-27底眼90.5881.816.20.65.4432-47辅助眼160.55901.828.80.457.21第二次串联48-64周边眼170.5881.830.60.152.552合计64116.423.55矩形断面预期爆破效果表:序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼长度m1.86岩石硬度系数252炮眼利用率%897每循环炸药用量kg23.553每循环进尺m1.68单位原岩炸药用量K g/m31.0 84每循环爆破实体岩石m321.89每循环雷管用量个645每循环炮眼长度m116.410单位原岩雷管用量个2.93附图：炮眼布置图、斗废药结，向图、爆破设岗图。第四节 装、运岩（煤）方式巷道掘进施工中，采用皮带进溜煤眼联合运输。第五节管线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。供水、压风管每5 0 ni设置一个三通阀，每40 0 m设一个闸阀；供水管在巷道入口设支路阀门和反冲式水质过滤器，压风管在巷道入口处设阀门;管道要用单股的废旧钢丝绳媒介两吊点挂在钢筋梯上。1、电缆钩采用锚网0 6nl型电缆钩用直径6.2mm钢丝绳上端固定，吊挂电缆 钩的钢丝绳采用在顶板或帮壁安装锚杆固定，固定钢丝绳的锚杆间距为20米，为 防止悬挂电缆后钢丝绳下垂，每隔5米对悬挂电缆的钢丝绳增设一起吊点。吊挂 钢丝用的锚杆锚入帮的深度不小于0.5 m,电缆钩按1.5 m的间距直线布置施工巷 道的外帮，偏差控制在+50-5 0 mni。上下垂直一致，严禁里出外拐、高度不平，变坡段圆滑过度。动力电缆与通讯电缆分别悬挂在巷道帮壁的两侧，通讯电缆采 用专用通讯电缆钩吊挂，通讯电缆与管路同侧敷设时，应位于管路的上方，并保 持30 0 nini以上的距离，通讯电缆钩采用“06 I型”电缆钩。2、所有管路根据管路规格加工吊挂架，在巷道施工时每41n施工一根锚杆，用钢丝绳与绳卡子固定吊挂架的。吊挂架按施工巷道的中线，偏差控制在+50-5 0 mm,直线布置。上下垂直一致，所有管路安装成直线，间距一致，管箍方向一 致，变坡段圆滑过度，注浆管路可悬挂在管子钩上，每20设一个固定点。3、不得出现低洼点，如因不可抗力出现低洼点，在低洼点设排水池，（规格:长义宽义深二2500X60 0 X80 0 mm）,上加盖用直径20 mm的螺纹钢焊成100义10 0 mm 网格盖板，并安装好排水泵，低洼点根据现场积水范围进行抹底固化，厚度不小 于 10 0 mmo4、所有的淋水点、出水点必须设置导流系统，并施工截路水沟。5、在适当位置设永久料场，料场长度、宽度根据现场情况确定。长料上架摆 放，小料装箱放置，且长料实现一端齐，处在同一平面。6、轨道延伸采用激光（中线）调直，偏差+50-5 0 mm。低洼点要进行调整。7、机电设备放置处底板硬化，设备直线放置。配件码放整齐并用帆布盖好。8、巷道内所有的牌板统一加工制作。现场图板应悬挂整齐，牌板应悬挂在人 行道一侧，上平面距底板高度不超过20 0 0 mm,距迎头岩（半煤岩）巷不超过20 0 m,煤巷不超过5 0 0 m,牌板悬挂处要有良好照明。9、其它按公司发大方煤业公司安全质量标准化管理规定执行。第六节设备及工具配备在施工本段巷道过程中所用到的主要设备及工具配备见下表：设备及工具配备表序号名称型号规格单位数量备注1绞车J D-25台32排砂泵K GQ5 0-5 0/22K W33锚杆钻机MQT90台31台备用4风钻YT-29台41台备用5局部通风机DSFA5.6-2M5 K W台27帮部锚杆机MQT-5 0台28风泵台21台备用9锚索涨紧器MSY-180台110锚杆拉力计SYJ-20台21台备用第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织掘进施工采用每天“三八”制组织生产。附：劳动组织图表劳动组织图表工种合计备注夜班早班中班出勤在册生产班班长11135绞车司机（兼机电工）21256流动电钳工21257打眼工4331016机电维修工229验收员、防尘工11134运料工、风筒工1125放炮员11134安全班长11134合计1212123660第二节循环作业图表为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配 备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利 用工作时间，提高工时利用率。正规循环作业：采用“三、八”制正规循环作业，每圆班3个循环，循环进尺为1.2m,每圆 班进尺为3.6m,正规循环率按85%考虑，月进尺预计达到61.2叫顶板破碎时，循 环进尺为0.6 m0附图：正规作业循环图表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，最长供风距离约n5 0 nu一、掘进工作面风量计算：1、1601运顺煤巷掘进工作面1)按瓦斯涌出量计算风量，该工作面瓦斯涌出量1.40 ni3/niin,瓦斯涌出不 均衡通风系数K瓦取1.80Q1601 运顺二 100 X q 掘 X K 掘通10 0 X 1.40 X 1.825 2(m3/inin)2)按掘进面同时作业人数计算风量Q1601运顺 4N=4X20=80(m7min)3)按掘进面炸药量计算风量Qi6oi 运顺25 XA=25 X 18=450(m3/min)4)按风速进行验算60X0.25XSVCU i运顺=450(mVmin)60 X4XS即 60 X 0.25 X 12.8=192(m3/min)Qi60i 运顺=450(m3/min)60 X 4 X 12.8二3072(m7min)故工作面风量满足要求所以1601运顺掘进工作面风量取45 0 m7mino二、局部通风机选型：根据工作面瓦斯涌出量预测及需风排瓦斯量的要求，计算工作面配风量：Q 酉己=q 风/CXK m3/min其中q风:风排绝对瓦斯量m,VminC：工作面最高允许瓦斯浓度K：风量备用系数，取1.2则 Q 配=3义 10 0 X 1.2=360 m3/min根据工作面配风量选用2X45 K W对旋风机，风机的工作风量为5 0 0-80 0m3/mino三、局部通风机安装地点的需要风量计算：1、局部通风机安装地点在副井与一中车场交叉口前10 m安装两台2X45 K W的对旋轴流风机，形成双 风机双电源，向迎头供风，最长供风距离n5 0 m。16中01运顺风筒采用6 80 0 mni 胶质阻燃风筒，风筒接头必须进行套环和反压边，拐弯处使用伸缩风筒。2、局部通风机安装地点的需要风量计算（一台风机）：Q 一中车场二 Qi+9S=630+9X20.17=811.53 m3/min式中：Q掘一局部通风机安装地点的需要风量Q1一16中01运输顺槽局部通风机的吸风量S一局部通风机安装地点到回风口间最大巷道断面积为20.17m2因风机安装地点为矿井全风压通风处，故风量能够满足风机吸风要求。3、通风系统新鲜风：副平碉口一副平胴一一中车场一局部通风机供到16中01运输顺槽迎头主胴口 一主平胴一 4#联络巷一副平胴一一中车场一局部通风机供到16中01运输顺槽迎头乏风：迎头一 16中01运顺一一号回风联络巷一回风平胴一地面风筒必须逢环必挂，吊挂平、直，接头严密不漏风。风筒出风口距工作面距 离410 m。在风机位置设置风电闭锁、瓦斯电闭锁装置，当局部通风机停风时，能 自动切断局部通风机供风巷道中的一切非本安电源。附图：局部通风机安装位置及通风系统图第二节压风、供水系统压风系统：风源来自地面压风机房，自副平胴到井下，经一中车场用10 8mm钢管接至 迎头。距离迎头后30 5 0 m、5 0-10 0 m内各设一组压风自救系统，每组不得少于工 作面人数，并保证能够正常使用，无破口损坏。压风机房f副平胴一一中车场-*46中01运顺一迎头。施工期间迎头用风量较大时，供应一部YT29风钻和两部锚杆钻机，YT29 型风钻正常工作需要的风压P为0.5 0.63Mpa,气管直径为25 mm,锚杆钻机正常 工作需要的风压P2为0.40.63Mpa,气管直径为20 mlii；迎头需要风压为P,供风 管直径为10 8mm。PX n XR2XL=PiX n XR2XL+P2X n XR2XL+P2X 冗 XR2XLP(10 8/2)2=Pi(25/2)2+P2(20/2)2+P2(10 8/2)2P=0.5 5 Mpa即本迎头需要的风压为0.5 5 Mpa,根据现场实测风压为0.5 6Mpa,故风压满足施工要求。供水系统：水源f副平胴f 一中车场f 16中01运顺f迎头。施工期间迎头需一部YT29风钻，两部锚杆钻机，YT29风钻正常工作需 要的水压P为0.3Mpa,锚杆钻机正常工作需要的水压为0.6IMPa。因工作时各 器具是连通的，迎头需要最大水压为0.6IMpa,根据现场实测水压为2MPa,故 水压能够满足施工要求。附图：压风、供水系统示意图第三节防尘系统采用湿式凿岩、出肝前洒水、冲刷煤帮，加强通风管理，正常佩带防尘口罩。每班对迎头内30 m范围内巷道进行冲尘，30 nl外的巷道每周进行冲尘，保证 不积尘（厚度不大于2mm,长度不大于5 m）,并及时清理浮煤。施工时：佩带防尘 口罩；每次放炮后必须开启方程水雾，每班对迎头内5 0 1n范围内巷道进行冲尘，5 0 m外的巷道每周至少冲尘一次，保证煤尘不超标（厚度42mm,长度5 m）。迎 头后305 0 m、60-10 0 m内各设一道净化水幕。施工中巷道管路没隔5 0 nl安装一个风水阀门，同是在巷道开口处设立风水管 路改换（即将现使用的2寸水管改成风管）阀门，以方便采煤作业时直接改换管 路。在巷道开口处必须安设水质过滤器。防尘系统供水路线：水源一副平胴一一中车场一 16中01运顺一迎头附图：防尘系统图第四节防灭火16中01运顺主要采用放炮落煤掘进，防火的重点是防自然发火、防设备、机 械摩擦生热、缆线、爆破和人为火灾。绞车附近配备沙箱、灭火器直接灭火。防 火水源使用巷道内供水水源。一、防自然发火的预防性措施煤在常温下能吸附空气中的氧，并在煤的表面生成不稳定氧化物，放出少量 的热，如果热量不及散失，煤温就会逐渐升高，当达到着火温度时就会燃烧。在 掘进期间若巷道内出现气体异常、雾气或巷帮挂水、巷道内有特殊的煤油、汽油 或松节味时，应立即停止掘进，采取措施。二、防设备、机械摩擦生热、缆线、爆破和人为火灾的预防性措施(1)迎头要加强通风管理,保证有足够新鲜风量。(2)防火水管(供水管)要接到迎头，5 0 nl接一三通水门。(3)加强机电设备管理，消灭明接头、鸡爪子、羊尾巴，电器设备严禁失爆。(4)轨道上的浮煤及杂物要清理干净,各运转设备要加强检修，防止磨擦起火。(5)绞车处、油脂库，要常备两台干粉灭火器、两把消防锹及容量不小于0.2 立方米的砂箱。(6)巷道浮煤要及时清理干净,距迎头5 0 m范围内每班冲尘一次,5 0 m外巷道每 周进行冲尘。(7)井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并 由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或胴室 内，并严禁进入煤流。(8)各运转设备要加强维修，并定期进行润滑。(9)爆破作业前后必须对施工现场20米范围进行冲尘，同时爆破时必须打开净化水雾。(10)按规定在各地点安设灭火器和消防沙箱。防灭火系统供水路线：水源一副平胴一一中车场一 16中01运顺一迎头第五节安全监测系统一、安全监控系统(一)安全监控设备种类及数量1、K J 90-F16型监控分站2台；2、K G90 0 1C型甲烷传感器2台；3、K DG3K型井下远程馈电断电器1台；4、GT-T(A)型风机开停传感器4台；5、GW5 0(A)型温度传感器1台；6、GTH5 0 0型C0传感器2台；7、GFK 40 Tz型风门传感器2组；(二)安全监控系统及设备安装位置1、安全监控系统采用重庆煤科院提供的K J 90 NB安全监控系统。2、分站分站安设在一中车场，便于人员观察、调试、检测，支护完好，无滴水，无杂物的地方；分站电源取自风机开关的电源侧，电缆为矿用橡套电缆；分站 安设时应加垫支架，使其距底板不低于30 0 mm。3、甲烷传感器掘进巷道工作面和回风流安设甲烷传感器，巷道超过5 0 0 m,增设一组甲烷 传感器。甲烷传感器垂直悬挂距顶板不得大于30 0 mni,距帮不得小于20 0 mni、且 应便于人员观察、调试、检测，支护完好，无滴水，无杂物的地方。掘进巷道工作面甲烷传感器悬挂在距迎头不大于5 m的风筒另一侧，与风筒出 风口平齐；动态监测工作面迎头的甲烷变化情况，并将数据反馈到分站和中心站。掘进巷道回风流甲烷传感器悬挂在距风流汇合点以里1015 m的巷道中，动态监测掘进巷道回风流中的甲烷变化情况，并将数据反馈到分站和中心站。3、开停传感器在局部通风机主风机及备用风机开关负荷侧电缆上分别设置风机开停传感 器。当局部通风机停止运转时，系统中心站报警。4、馈电断电器在掘进巷道总电源开关处设置馈电断电器，分站与馈电断电器连接信号电缆,将馈电断电器控制线路接至被控开关控制接点，馈电线路接至被控开关负荷侧，当掘进巷道中任意一个甲烷传感器达到设定断电点时，分站控制馈电断电器动作,切断被控电源，并将被控电源开关断电情况反馈给系统中心站。(三)电缆敷设1、信号电缆：从各类传感器到监控分站，使用MHYVR(1X4X7/0.5 2)型信号电缆敷设。2、电源电缆：从电源开关到断电器，采用MY10 0 0 V(3X6+1X6)型橡套电缆。3、控制电缆：从断电器到被控开关，采用MYQ(3义2.0+1X 1)型橡套电缆。4、监控电缆线应敷设在动力电缆的上方且距动力电缆大于0.1m。(四)控制区域掘进巷道工作面：报警点：，1.0%,2断电点：1.5%,复电点1.0%,掘进巷道回风流：报警点：21.0%,断电点：21.0%,复电点1.0%,控制掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（五）管理1、煤矿安全监控设备之间使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电缆或动 力电缆共用。2、当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时通知调度室和 监测值班室，待查明原因处理完毕后方可恢复生产。3、由班组长负责挪移甲烷传感器。经常移动的安全监控设备，必须由班组长 负责按规定移动，严禁擅自停用。迎头爆破或出肝时应对传感器及传输线路进行 保护防止损坏。爆破结束后，班组长及时将甲烷传感器移到规定地点。4、安全监控设备必须定期调试、校正，每月至少一次，甲烷传感器每7天使 用标准气样和空气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。5、甲烷传感器发生故障时，应及时处理，在井下无法处理时，应在24h内更 换。附:安全监测系统布置图及断电控制图二、便携式甲烷检测报警仪的配备和使用：1、区队长、副区队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对分管范 围内的甲烷进行不间断监测。2、当班生产班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 在距掘进工作面外不大于5 m、顶板下不大于30 0 mll1、距巷帮不小于20 0 mm无风筒 一侧。3、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，检查检修工作地点20 nl范围内瓦斯浓度，有报警现象时，不得通电或检修。以上如有报警现象，安全班长立即停止巷道工作撤出人员至全风压巷道进风 口，切断巷道内一切非本质安全型电气设备电源，并汇报调度室及通风调度，由通风工区及时查明原因，处理完毕后，方可恢复生产。附图：通讯、安全监测系统图第六节供电系统该迎头掘进施工中，电源来原井下采区变电所，局部通风机电源来自采区变 电所，风机采用双回路风机电源，实行风电、瓦斯电闭锁。另迎头各机械设备电 缆要吊挂整齐，电缆钩每1.5 m一个，电缆的垂度不大于5 0 mli1。附图 供电系统图第七节排水系统根据地质说明书的有关资料，预计巷道掘进时正常涌水量12nl3/h。因此，在 施工过程中迎头需要安设一台排砂泵，排水能力不小于40 m7h,且备用一台。排 水能力验算：按掘进时最大涌水量10 m7h验算，平均20 h能够排净24h涌水量，即24X10/20=12m7h；16中01运顺最大高差为19 m,而正常使用的22kW的排砂泵排水能 力5 0 m3/h,扬程5 0 m,所以现场排水可满足排水要求。排水系统：16中01运顺迎头排砂泵一低洼点排水池一一中车场排水管一副平 胴水沟ff地面。第八节运输系统一、出（煤）奸路线运输路线为：迎头一 16中01运输顺槽一1#溜煤眼一主平胴一二部皮带一主皮带一煤仓二、材料运输路线地面材料房一副平碉一一中车场一 16中01运输顺槽一 16中01迎头。附图：运输系统示意图第七章灾害预防及避灾路线第一节灾害预防一、水灾预防措施应坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，发现有挂汗、变冷、发生雾气、水 叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭 味等现象时，必须停止工作，及时汇报区队及调度室，组织有关人员认真找出原 因。迎头人员按避灾线路外撤至井底车场，乃至地面。二、火灾事故预防措施对于火灾，应首先杜绝外因起火及机电事故起火，机电设备要消灭失爆点，同时，应做到如下几点：1.下井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，不得私自拆修矿灯,严禁用灯泡取暖及使用电炉。2.根据施工迎头供电负荷和最长供电距离，合理选择电源和负荷电缆的型号 规格，并做到“三无、四有、两齐”，严禁设备失爆。3.电器设备不得带病运转、带电搬迁，其周围应保持清洁无杂物，使之散热 良好。4.迎头要定期冲刷巷内煤、岩粉、消灭积尘点。5.实行耙肝洒水。6.放炮母线消灭明