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山西煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司
东翼运输巷掘进工作面作业规程
前 言
山西煤炭运销集团百尺第一煤业位于山西省长治市壶关县城南16Km处西柏林村, 矿井东西长 5.0km, 南北宽2.8km, 面积9.0611km2,批准开采深度为+1246-+1015m标高。
井田地处太行山中南段的长治盆地东缘, 沁水盆地之东缘, 地貌形态属于低山区, 地表经长期风化侵蚀, 黄土冲沟纵横交错, 冲沟间黄土梁峁断续分布, 地形复杂。地势呈北部、 西部高, 南部、 中部低, 最高点位于井田西部山脊, 海拔1312.90m, 最低点位于井田东部冲沟中, 海拔1110m, 最大相对高差202.90m。
15号煤层: 位于太原组一段下部, 上距K2标志层0.95-12.05m, 平均3.85m。煤层一般不含夹矸, 局部夹1层夹矸, 厚度变化不大, 层位稳定。煤层厚度3.00-4.64m, 平均厚度3.85m。区内15号煤层开采历史悠久, 采空区分布较多, 剩余保有储量基本赋存于北部原开花山煤矿, 西部原西山煤矿, 及井田东部南村、 曹家沟村一带。
矿井设计生产能力45万吨/年。由于该巷不在初步设计范围内, 根据矿井生产实际的需要, 本着”技术上可行、 经济上合理、 安全上可靠”的原则, 该掘进巷道原则上采用半圆拱形断面, 要求净宽3.2m, 高2.8m, 净断面积7.86m2, 支护方式原则上采用25号”U”型钢支护。因该巷道为探煤巷道, 根据采空区顶板的状况不同而采取不同的支护方式, 当支护方式改变时, 再另行编制安全技术措施。
掘进巷道过程中利用防爆胶轮车运煤、 运料。
维修掘进阶段矿井采用立井开拓,利用原西山煤矿主井为进风井, 副井为回风井。
该矿井为低瓦斯矿井,15号煤层具有煤尘爆炸危险性,煤层自燃倾向性为Ⅱ类,属自燃煤层。井下正常涌水量40m3/d。最大涌水量70m3/d。
第一章 概 况
第一节 概 述
一、 巷道名称、 位置及相邻关系
本作业规程的掘进巷道为东翼运输巷, 按方位角900方向掘进, 当需要改变掘进方向时, 再另行编制补充措施。
二、 巷道用途
为矿井东翼采区探煤时运输煤炭之用。
三、 巷道性质
本工作面所掘进巷道原则上在完整的煤体中沿煤层布置, 为煤巷。
四、 开口位置、 方位、 设计长度、 坡度、 工程量、 开竣工时间、 服务年限。
开口位置位南运输大巷与回风联络巷连接点向北67m处, 按方位角900进行维修掘进, 煤层倾角为3-5°。东翼运输巷与东翼回风巷平行布置, 净煤柱间距35m。该条巷道总体工程量为: 400m。
东翼运输巷工作面每掘进100m与东翼回风巷掘进一个联络贯眼, 采取”通一闭一”方式, 以解决局部通风困难问题。
该段巷道预计 8 月 1日开工, 施工工期为5个月( 具体情况要看采空区顶板状况而定) , 服务年限为东翼采区服务年限。
五、 工作面巷道平面布置示意图:

第二节 编写依据
一、 依据
根据矿井的实际情况。
二、 地质说明书
本工作面所掘巷道地质资料的依据是《山西煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司兼并重组整合地质报告》。批准时间为 6月8日。
第三节 煤层顶底板
该煤层顶板岩性以灰黑色泥岩、 砂质泥岩为主, 底板岩性以灰黑色泥岩、 砂纸泥岩、 灰色含铝泥岩为主, 局部粉砂岩。
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下表。
井上下对照关系情况表
工程名称
东翼运输大巷
井下标高
1246m～1015m
地面的相对建筑物及其它
该工作面在原西山煤矿主井东南方向, 为丘陵地带, 工作面地表为山地、 已搬迁山上村村庄。
井下位置及四邻采掘情况
北为原西山矿总运输大巷, 西部为采空区及未开采煤田, 南部为采空区, 东部为采空区及未开采煤田。

第二节 煤( 岩) 层赋存特征
煤( 岩) 层赋存特征见下表。
煤层特征表
项目
指标
备注
煤层厚度( 最小～最大/平均) m
平均3.85

煤层倾角( 最小～最大/平均)
3°-5°/4°

绝对瓦斯量( m3/min )
属于低瓦斯矿

煤尘爆炸危险性
具有爆炸性

第三节 地质构造
本区属沁水复式向斜东翼与太行复式背斜西翼的过渡区, 晋获褶断带的东侧。区域构造线方向与地层总体走向一致, 即北北东向。井田内地层总体呈向西倾斜的单斜构造, 在此基础上发育次一级宽缓的褶曲。区内大面积黄土覆盖, 本次勘探工作揭露区内4条隐伏褶曲构造分述如下:
S1向斜: 总体形态为轴向北偏东10-60°向斜构造, 向西倾伏, 两翼倾角平缓一般4—6°, 仅原西山煤矿一带两翼变陡, 局部达20°, 此向斜构造贯穿全区。
S2背斜: 轴部由ZK4号钻孔西侧经过, 向北延伸约100m左右尖灭, 倾角平缓, 一般为4-8°, 轴向北偏东20—30°。
S3向斜: 轴向近南北向, 轴部由原五谷山煤矿西部北西向延伸至原天神山煤矿并尖灭。两翼平缓, 倾角一般2—4°。
S4背斜: 轴向为北偏西30—40°的背斜构造, 总体产状向西倾伏, 两翼平缓, 倾角一般为2—6°。
井田内南部有两条正断层, 即F1、 F2, 均为原矿方井巷生产过程中揭露。
F1正断层走向近东西, 长约340m, 倾角向南, 倾角70°。断距1—4m。
F2正断层走向近东西, 长约640m, 倾角向南, 倾角72°。断距2—5m。
本次施工中位于本井田北部, 原西柏林村开花山煤矿西部的补1号孔揭露一处陷落柱, 另外区内以往及本次工作中未发现其它陷落柱及岩浆侵入现象。井田内构造属简单类型, 为Ⅰ类。
综上所述, 井田构造属于简单类型。对矿井开拓布置无影响。
第四节 水文地质
15号煤层以上的灰岩为主要充水含水层的岩溶、 裂隙充水矿床, 一般富水性较弱。
本工作面水文地质情况较为简单, 当局部地段有淋水时, 该巷中设置临时水仓并由潜水泵排到井底水仓。根据《山西煤炭运销集团百尺第一煤业有限公司兼并重组整合地质报告》显示, 本矿井最小涌水量为40m3/d, 最大涌水量为70m3/d。本矿矿井水文地质类型, 按照《煤矿防治水规定》, 矿井水文地质类型划分的六个分类依据, 根据初步设计将我矿水文地质类型定为中等型。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
东翼运输大巷工作面沿方位角900方向布置, 当改变巷道方向时再另行编制补充措施。
第二节 矿压观测
由于所掘进巷道受以前采动影响, 永久支护后的巷道容易变形, 每班派专人对围岩进行观测, 并与上一班观测的情况进行对比, 发现有变化必须及时向生产技术部门进行汇报, 生产技术部门接到报告后必须立即组织人员对现场进行分析, 并采取措施及时进行处理。
第三节 支护设计
一、 巷道支护形式的确定
根据我矿的实际情况, 该地段顶板较稳定, 故选用”U”型钢支护。改变支护方式时, 再另行编制措施。
二、 支护参数设计
1、 架设”U”型棚时, 要求对巷道先进行下对底部浮渣进行清理至实底及时架设”U”型棚。
2、 ”U”型棚架设后确保巷道净高2.8m, 净宽达到3.2m, ”U”型棚柱窝基础为300mm, 嵌入硬底下不少于200mm,严禁将柱腿架设在浮煤浮矸上 (见巷道断面支护示意) 。
3、 清理起底及棚基础开挖采用人工风镐施工, 运输的方式为防爆胶轮车运输。
4、 必须严格按矿生产技术科标定的中线施工, 确保巷道直线性和架棚质量。
5、 ”U”型棚棚距1.0m, 棚顶帮铺设2.0m×1.1m的Ø4mm的钢筋焊接网, 网片搭接≧50mm, 每隔一孔选用双股14#铅丝扭结, 扭结要到位, 保证每绑扎部位铅丝扭结不低于3扣。并对帮、 顶的空间用矸石或木楔背板背牢, 从左帮到顶再到右帮每隔600mm的距离支架一块1400mm×150mm×50mm的木质撑杆。
6、 架设”U”型棚时, 先立棚腿, 后架棚梁, 棚子迈步均匀, 棚距误差不超过±100mm, 扭距做有误差不超±100mm。平巷做到棚腿子垂直于巷道底板。当遇到局部地段巷道的倾角发生变化时, 要按照坡度的大小适当调整迎山角, 确保架棚后棚架迎山有力。
7、 卡栏拉杆必须配套齐全, 且紧固有效, 确保棚子不变形, 棚于棚之间用不少于5根拉杆连接紧固。”U”型棚架设原则上保证直线性好, 观感良好。
8、 在架设棚架的过程中, 要确保顶过实, 帮背严。
第四节 支护工艺流程及施工作业技术要求
一、 支护工艺流程
1、 交接班。
2、 放炮后敲帮问顶, 将网片置于前探梁上进行临时支护。
3、 联网, 按中线要求先立棚腿, 后架棚梁。
4、 安装拉杆、 架设撑木、 布置帮网、 顶网、 背帮过顶。

二、 附巷道支护示意图 单位: mm

第四章 施工工艺
第一节 工艺方法
本工作面的巷道均采用炮掘掘进方式, 煤巷打眼采用MZS—12型煤电钻, 钻杆长1.5米, F100型发爆器启爆。运煤、 运输材料时采用防爆胶轮车经过东翼运输大巷进入南运输大巷直接倒入煤仓。
第二节 爆破管理
一、 炮掘时施工方式
检查→打眼、 装药、 联线、 放炮→通风安全检查→临时支护→出煤→立棚腿→后架棚梁→安装拉杆→架设撑木→布置帮网、 顶网→背帮过顶。
1、 打眼采用MZS—12型煤电钻, 钻杆长1.5米。
2、 打眼前, 首先检查气体、 支护、 设备、 顶、 帮情况, 检查供电系统是否完好, 打眼设备是否完好, 在设备不完好, 严禁打眼, 确认安全后进行工作。
3、 装配起爆药卷必须在顶板完好、 支架完整、 避开电气设备和导体的安全地点进行, 装配起爆药卷必须以当时工作面所需为限, 配一只用一只, 不得多配置。爆破前雷管脚线必须扭结成短路, 只有联炮时方准解开。
4、 打眼、 装药严禁同时进行, 打眼全断面一次进行, 巷道开口10m范围内均采用浅打眼( 1.0m) 少装药( 200g/眼) 的方法施工爆破。装药时每个炮眼必须至少装二袋水炮泥, 其余部分用黄土封实。煤巷爆破应采用毫秒延期爆破, 全断面一次起爆, 不能全断面一次起爆的, 必须采取安全措施。爆破后, 班长、 瓦检员、 放炮员首先进入工作面检查有无残爆、 哑炮并执行”敲帮问顶”, 由外向里对工作面进行检查, 在确认安全后, 方可安排进行其它工作。
5、 联炮、 检查线路、 通电只准爆破员一人操作, 钥匙要随身携带, 不得转交别人, 爆破警戒工作由班长亲自安排, 警戒设置在所有通往爆破地点距该处100m以外的所有通道中, 爆破母线长度不小于100m,爆破母线必须与电缆分别挂在巷道的两侧, 不得与金属导电体接触, 不用时必须盘成圈, 并扭结成短路, 挂在棚架或专设托钩上。
6、 爆破时必须将工作面工具, 包括煤电钻线等撤到安全地点。爆破后, 检查其是否完好。
二、 装运方式
掘进工作面采用防爆胶轮车进行运煤、 运料。当有岩石时, 由防爆胶轮车堆放到井下废旧的巷道中。
三、 施工设备及供电情况
表5 设备配备表
序号
名称
单位
数量
动力
配套方式
1
防爆胶轮车
台
2
柴油
独立
2
局部通风机
台
2
电动
双风机、 双电源
3
煤电钻
台
2
电动
独立
4

四、 爆破说明书
1、 炮眼布置图 单位: mm

2、 说明书
( 1) 炮眼的排列方式
该掘进面采用对眼布置, 由于是煤巷, 故采用多向(楔形)掏槽, 其眼距为1200mm, 排距为500mm; 辅助眼的眼距为600mm, 且均匀布置在周边眼和掏槽眼之间; 为了不留顶煤, 顶眼与煤壁呈87°夹角; 底眼眼口距底板50mm, 眼底落到实底, 俯角为87°; 周边眼眼距为400mm; 两个掏槽眼眼底相距200mm, 以便于创造自由面。
( 2) 眼的深度: 采用1.5m的麻花钻杆, 炮眼深度为1.3m左右。
( 3) 装药量: 掏槽眼每眼装药量为600g、 辅助眼、 底眼每眼装药400g, 顶眼、 帮眼每眼装药200g。
( 4) 炮眼的封泥长度不得小于0.5m, 具体的装药顺序为先装座底泥, 然后装炸药, 再装2袋水炮泥, 最后装封口泥。
( 5) 连线和起爆方法: 炮眼的联线为串联, 一次打眼, 一次装药, 一次起爆。
( 6) 炸药和雷管的选择: 选用煤矿安全炸药, 毫秒延期电雷管。最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

3、 爆破说明图表
炮眼名称
仰角( °)
俯角( °)
水平夹角( °)
眼深( m)

炮眼数量(个)
每眼装药量( g)
每次循环
联线方式
炸药( g)
管( 发)
顶、 帮眼
87
0
0
1.3
17
200
3400
17
串联
掏槽眼
0
0
71
1.5
6
600
3600
6
底眼
0
87
0
1.3
9
400
3600
9
辅助眼
0
0
0
1.3
11
400
4400
11
合计

43

15000
43

第三节 装载与运输
一、 装载与运输方式
1、 采用人工铁锹装煤到防爆胶轮车上, 由防爆胶轮车直接运输到主要运输大巷的煤仓中。
2、 材料及设备运输: 材料经副立井由防爆胶轮车从总回风大巷到联络巷, 至工作面。
二、 防爆胶轮车的运行要求及安全
( 一) 司机上岗条件
1、 身体健康适合本岗位要求。
2、 必须经过培训并考试合格持证上岗。
3、 必须熟悉所驾驶车辆的结构、 性能、 工作原理, 会操作、 会保养、 会维修、 会处理一般事故, 掌握灭火器的正确使用方法。
( 二) 主要危险源
1、 未检查车辆或检查不到位;
2、 未按要求检查制动、 转向系统。
3、 装载货物不符合规定。
4、 违章驾驶, 车辆超速行驶, 转弯处未减速、 鸣笛。
( 三) 安全要求
1、 作业前必须进行本岗位危险源辨识, 作业过程中必须严格执行”手指口述”。
2、 对防爆胶轮车严格按照规定进行使用和维护, 正确地使用燃油、 润滑油、 液压油和冷却水。
3、 当班不得从事与本职工作无关的事情, 严格执行交接班制度。
4、 严禁防爆胶轮车车辆带病运行, 防爆胶轮车司机不得疲劳驾驶。
5、 进入或离开驾驶室时, 不得把方向盘当作扶手; 严禁在手刹其作用时挂挡起步, 不准越级换挡。
6、 开车前, 确认防爆胶轮车周围无障碍物后, 方可鸣笛起步。
7、 防爆胶轮车必须有专人驾驶, 严禁交给她人驾驶。
8、 防爆胶轮车除驾驶员一人外, 严禁乘坐她人。拉运物料特别是零散物料和设备时, 必须捆绑牢固。
9、 严禁利用防爆胶轮车运送火工品。
10、 防爆胶轮车遵循靠右通行的原则, 严禁超速行驶。在主要运输巷道内行驶速度不得超过30km/h, 其它巷道车速不得超过15 km/h, 会车速度不得超过5 km/h, 行驶到巷道交叉点、 转弯及前方有车辆、 人员或视线有障碍时, 应提前20m减速、 鸣笛, 速度不得超过10 km/h, 并变换灯光; 经过巷道施工段遇有行人时, 做到”一慢、 二看、 三经过”, 在施工人员指挥下或靠右帮停车, 确认安全后方可通行。
11、 两车同向行驶间距不得小于50m; 严禁超车; 严禁顶、 撞风门。
12、 防爆胶轮车下坡行驶时应提前换挡减速慢行, 不得中途换档, 下坡严禁空挡滑行。
13、 防爆胶轮车经过泥泞, 必须低速行驶, 不得急刹车。如胶轮车车轮陷入坑内, 如用车牵引, 应有专人指挥, 相互配合。
14、 在斜巷停车时, 应拉紧手制动器, 下坡挂倒档, 上坡挂前进挡, 并将车轮可靠阻挡。
15、 自卸车卸料时, 检查防爆胶轮车上方和周围有无障碍物及行人; 卸料后, 车斗及时复位, 不得边走边落。
16、 检修倾卸装置时, 应撑牢车厢, 以防车厢突然下落伤人。
17、 电源箱严禁井下开盖; 安全保护装置、 电控箱严禁带电开盖; 排气栅栏每班必须清洗干净。
18、 使用结束后, 防爆胶轮车不得随意停放, 必须停放在指定地点。
19、 当防爆胶轮车停放在安全位置, 发动机停转后, 司机拉紧手制动器后方可离开驾驶室。
(四)操作准备
驾驶员接班后应对车辆做以下检查:
1、 检查车辆防爆设施是否完好, 车辆外形是否完好。
2、 检查轮胎、 前灯、 尾灯、 喇叭、 车厢环扣及各种仪表是否齐全完好。
3、 检查消防器材及车辆自备的维修器材是否完好齐全。
4、 检查油箱、 水箱是否泄漏, 检查制动系统, 电气系统是否有漏电、 漏气现象。
车辆启动后, 低速运转并做以下检查:
1、 检查转向系统、 制动系统、 传动系统性能是否良好。
2、 机油压力不得低于0.15Mpa, 检查发动机水温是否正常。
3、 自卸车发动后, 应检查、 试验倾卸液压机构是否正常。
正常操作电启动防爆胶轮车的启动步骤如下:
1、 逆时针转动电路总开关, 打开总电源。
2、 向右拨动驾驶室侧仪表板上的启动开关, 能够听到报警的声音约3秒, 阻风门和柴油机的油缸已打开, 在继续向右拨打启动按钮, 此时能听到发动机”轰隆”的声音, 说明发动机已启动, 松开启动按钮, 发动机启动完毕。
3、 若此次启动不成功, 待2min后, 可按上述步骤重新启动发动机。
第四节 风筒、 管、 线敷设方式
1、 风筒、 水管、 风管, 各类电缆线分别悬挂在巷道的两侧; 各类电缆悬挂在巷道的左帮, 风筒、 水管、 风管悬挂在巷道的右帮。
2、 水管、 风管, 各类电缆线应尽量采用托架或专用管卡固定; 管路可用铅丝吊挂, 吊挂高度要求管路底部距巷道底板不小于1.2m, 吊挂间距原则上不得小于5m; 当遇到有法兰盘时, 在其两侧距法兰盘0.5-1.0m处, 要用8号铅丝吊挂牢靠, 小于8号铅丝的要双丝绑吊。
3、 当确需布置在巷道一侧时, 各类电缆线必须用专用电缆钩吊挂在管路的上方, 吊挂后其底部距管路顶部不得小于30cm。
4、 管路均吊挂后螺丝齐全紧固, 用8#铅丝双股扭接牢固, 吊挂距工作面不超过10m。
5、 管路吊挂要平直成线, 拐弯设弯头没有死弯, 管路不漏水, 无煤尘堆积, 维护及时, 管路外部要按规定颜色进行涂防锈漆处理。
6、 各类电缆吊挂间距保证符合《煤矿安全规程》要求, 动力电缆与其它电缆间距不小于100mm, 其它电缆间距不小于50mm, 动力电缆间距不小于50mm; 电缆吊挂从上向下的顺序为监测监控线、 信号线、 电话线、 动力线。
7、 风筒吊挂靠巷道帮、 靠巷道顶, 当巷道掘进长度不大于300m时, 风筒末端距掘进工作面的距离不得大于7m; 当巷道掘进长度大于300m时, 风筒末端掘进工作面的距离不得大于5m。

第五节 设备及工具配备

设备及工具配备表
序号
名称
单位
数量
备注
1
胶带输送机
部
2
原西山矿主运输大巷
2
防爆胶轮车
台
2
东翼运输大巷
运输巷
3
煤电钻
台
2
掘进工作面
4
局扇
台
2

掘进工作面
5
综保
台
2
掘进工作面
6
电话
部
1
掘进工作面

8
瓦斯探头
个
2
掘进工作面2个

9
锹、 镐、 锤

10
掘进工作面

第五章 生产系统
第一节 通风系统
一、 通风方式与供电距离
掘进工作面采用双风机、 双电源、 自动切换压入式通风, 风机利用矿井全风压供风。
二、 掘进工作面实际需要风量
1、 按瓦斯涌出量计算
Q掘=100Q瓦K
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量, m3/min;
Q瓦——掘进工作面的绝对CH4涌出量, m3/min。根据以前的瓦斯鉴定报告和实践分析所得, 经通风部门提供, 该掘进工作面平均涌出量合计为0.5m3/min。
K——掘进工作面备用风量系数,一般取1.5-2.0, 取1.9。
则:
Q掘=100×0.5×1.9=95m3/min
2、 按人数计算
Q掘=4N
式中:
Q掘——掘进工作面实际需要风量, m3/min;
4——每人每分钟供风标准, m3/min;
N--二个掘进工作面工作的最多人数, 取20人;
Q掘=4×20=80m3/min
3、 按局部通风机的吸风量计算
Q掘=NQ局K
式中:
Q掘——掘进工作面局部通风机的额定吸风量, m3/min。FBD-№5.5/2×11型局部通风机的额定吸风量为230-340 m3/min,取平均值285m3/min。
N——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,1台。
K--防止局部通风机吸循环风的风量备用系数, 一般取1.2-1.3, 取1.2。
则: Q掘=285×1.2=342m3/min
综合以上计算, 取最大值Q掘=342m3/min。
4、 根据《煤矿安全规程》规定的允许最高、 低风速验算。
V最小S≤Q掘≤V最大S
式中:
S--巷道掘进断面, 掘进断面为9.81m2, 净断面为7.86m2;
V最小-----巷道允许最低风速, 0.25m3/s;
V最大-----巷道允许最高风速, 4m3/s;
由上式可得:
60×0.25×7.86≤Q掘≤60×4×7.86
118≤342≤1886
经验算, Q掘=342m3/min, 符合风速要求。
三、 通风系统
新鲜风流: 主立井→原西山矿主运输大巷→局部通风机→风筒→掘进工作面。
污风流: 掘进工作面→联络巷→原西山矿总回风巷→回风立井→主通风机→地面。
第二节 压风系统
选用AED132-24.2/8.5型螺杆空气压缩机二台, 该机排气量为24.2m3/min, 排气压力0.85Mpa, 驱动电机为三相交流异步电机, 380V, 132KW, 冷却方式为风冷。主干线选用Φ 108×4mm的无缝钢管, 支线路选用Φ 89×4mm的无缝钢管。每100m设一组压风自救装置, 每组不少于5个自救袋, 掘进工作面不少于15个自救袋, 且随工作面推进前移, 与掘进工作面的距离保持在25-40m。
工作面压风采用空压机, 压风线路: 空压机→压风管路→主立井→原西山矿运输大巷→掘进工作面。
第三节 瓦斯防治
1、 必须加强通风管理, 矿井通风必须做到连续、 有效、 稳定。井下各用风地点的风量必须严格控制, 达到设计所要求的风量。由于本矿井采用分列式通风系统, 各用风地点风量差别较大, 并非靠自然分配就能达到其用风风量, 因此需经过通风设施进行风量调整, 而风量调整和分配又往往是”牵一点而动全面”, 是非常繁琐而重要的工作, 在实际生产中必须引起足够重视。生产中采掘工作面和生产巷道中的瓦斯浓度必须严格控制在《煤矿安全规程》允许范围之内, 并要及时处理局部积存的瓦斯, 当局部瓦斯超限时, 必须马上停产进行处理, 待瓦斯浓度降低到《煤矿安全规程》允许范围之内时方可恢复正常生产; 局部巷道风速过高或过低时, 应利用井下通风设施来保证巷道的最高和最低风速要求, 满足《煤矿安全规程》的要求。
在采掘工作面及有机电设备和瓦斯易于积聚的地方, 设置瓦斯报警仪, 以保证回采和掘进工作面的安全。
2、 严格控制和管理生产中可能引火的热源, 绝对禁止明火入井。
3、 生产过程中, 应及时密闭废弃巷道及采空区, 以减少瓦斯涌出和防止工作人员误入。因矿井改造, 在生产施工中难免会对原先封闭的巷道启封, 启封密闭时必须制定专项安全技术措施。
4、 强化井下生产人员的安全生产意识, 必须贯彻安全第一的原则, 加强对井下通风管理人员的技术培训和业务学习。通风管理人员应正确熟练掌握通风检测设备的使用及保养。瓦斯检测人员必须跟班在掘进面等井下生产地点, 及时检测井下各地点的瓦斯浓度, 掌握煤层瓦斯涌出规律, 发现问题及时处理, 坚决杜绝一切安全隐患, 确保矿井的安全正常生产。
5、 隔爆措施
由于在瓦斯、 煤尘爆炸发生时, 二者存在相互促进和相互作用情况, 因此瓦斯隔爆措施与粉尘隔爆措施应统一考虑。
第四节 综合防尘
地面静压水池→主立井→原西山矿主运输大巷→掘进工作面。
具体防尘措施如下:
1、 净化水幕布置: 一道为固定水幕, 距回风立井口50m。掘进工作面有一道为移动水幕, 紧跟工作面, 距工作面30—50m, 确保巷道内煤尘沉积长度不得超过5m, 厚度不大于2mm。
2、 巷道施工过程中必须敷设1.5吋静压洒水管, 每隔50m安装一个三通阀门, 配25m软管。水管吊挂在巷道中间顶部, 用8#铅丝双股吊挂于巷道棚架上, 高度不低于1.6m, 吊挂平直。
3、 工作面必须采用水炮泥, 并使用专用炮泥。
4、 各转载点要安设喷雾洒水装置, 运煤时由司机开启。
5、 水幕安装采用固定架固定, 长度不小于巷道宽度的90%, 距巷道顶部不大于300mm, 巷道净高为1.8m。
6、 巷道每隔10天定期冲洗一次, 禁止堆放浮煤。
7、 对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点, 根据实际情况, 随时进行冲洗。
8、 粉尘设施齐全有效, 喷雾装置必须覆盖巷道全断面, 且水压符合要求。
第五节 防灭火及隔爆
一、 防灭火
工作面运输机机头、 材料设备硐室等地点必须设置灭火器各一台, 油脂存放点设置灭火器两台, 工作面设置灭火器两台, 同时在掘进工作面配备0.5m3砂子, 杜绝明火操作。检修设备用过的油、 棉纱等易燃品, 要及时装入铁箱内, 定期15天运出坑外, 严禁在井下乱扔乱放。
二、 隔爆
掘进工作面( 或与其相通的巷道) 设置一组隔爆水棚; 水棚设置在直线段巷内, 棚区长度不得小于20m,隔爆水袋容量为 30升/袋, 总水量不小于200L/m2, 设置在距离工作面60m-200m处。主皮带运输大巷及总回风巷中安装长度水袋棚长度不小于30米, 隔爆水袋容量为 30升/袋, 总水量不小于200L/m2。水袋棚安装方式的原则是; 当受爆炸冲击时, 水袋中的水容易洒出。
第六节 安全监控系统
设计选用一套KJF N型煤矿安全监控系统, 该系统可对甲烷、 风速、 负压等井下参数进行连续监测, 可对采掘工作面实现风电和瓦斯电闭锁。
1、 安全生产监控地面中心站
地面中心站设在矿监控室内。站内设备配置: 监控主机2台, 互为备用, 显示器2台, 打印机1台, 服务器1台, 调制解调器1台, 不间断电源1台, 雷击保护装置1台及系统软件1套。其2回380V电源分别引自副井10kV变电所不同380V 母线侧。
2、 传输系统
传输干线选择矿用屏蔽四芯阻燃通信电缆, 数字传输经过分站接到各传感器上。井下系统干线由地面中心站经副立井井筒敷设至井下各分站。副立井井筒中干线电缆选型MHY32 1×4/1.38型, 井下支线电缆选用MHYBV 1×4×1型。
3、 在距掘进工作面小于等于5m处设置甲烷传感器1个, 在距掘进工作面回风口10-15m处设置甲烷传感器1个。
4、 甲烷传感器应布置在巷道的上方, 并应不影响人、 车通行, 安装维护方便。甲烷传感器应垂直悬挂, 距顶板(顶梁)不得大于300mm, 距巷道侧壁不得小于200mm。
5、 掘进工作面
掘进工作面甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%, 断电浓度为≥1.5%, 复电浓度为 ＜1.0%。
断电范围: 掘进巷道内内全部非本质安全型电气设备。
掘进工作面回风流甲烷传感器的报警浓度为≥1.0%, 断电浓度为≥1.0%, 复电浓度为 ＜1.0%。
断电范围: 掘进巷道内内全部非本质安全型电气设备。
6、 总回风巷
总回风巷甲烷传感器的报警浓度为≥0.7%。
7、 其它传感器的设置
① 掘进工作面其它传感器的设置
在局部通风机的风筒末端装设风筒开关传感器; 在掘进工作面进风处设置局部通风机开停传感器。
② 其它地点传感器布置
a 总回风测风站设风速传感器1个、 一氧化碳传感器1个, 一氧化碳的报警浓度为0.0024%。
b 在回风井主通风机风硐内设风速传感器、 负压传感器各1台, 在主通风机房设置开停4台。
c 设置风门传感器对主要风门状态进行监测。
d 对主要机电设备, 设有开停、 馈电传感器。
e在井下所有带式输送机滚筒下风侧10-15m处分别设置一氧化碳和烟雾传感器各1台。
f 掘进工作面设置温度传感器, 报警值为30℃。
第七节 供电系统
现所用双回路10kV电源分别引自四家池及东柏林变电所, 地面设主变电所, 担负井下全部负荷, 变压后沿主立井下井。该所10kV及0.69kV主接线采用单母线分段接线, 10kV配电装置选用PBG9L-10型高压防爆配电装置, 0.69kV配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关。井下主变电所设2台KBSG－200/10 10/0.69kV 200kVA矿用隔爆型干式变压器, 以2回660V电源向主排水泵供电。两台变压器, 一台工作, 一台备用, 负荷率为60%。保证率100%。
运输大巷掘进工作面移动变电站选用一台KBSGZY-500/10, 10/0.69kV, 500kVA型矿用隔爆型移动变电站为掘进面的设备供电。
第八节 排水系统
根据矿井正常涌水及最大涌水时的涌水量, 选用三台D46－30×6型多级离心水泵, 额定流量为46m3/h, 额定扬程为180m; 电机选用YB2型防爆电机, 电压660V, 功率37kW, 转速2950r/min。可满足排水要求。
矿井正常涌水及最大涌水时所需水泵均为1台工作, 1台备用, 1台检修。
水泵房与井下中央变电所相邻, 井下三台主排水泵电源线路分别引自井下中央变电所660V母线段。水泵控制设备置于水泵房内, 并在水泵房设置KJC型井下排水自动控制系统, 用于监测水泵的运行状态。
第九节 运输系统
一、 运煤系统
掘进工作面→原西山矿主运输巷→主井底煤仓→井筒→地面。
二、 运料系统
原回风立井→原西山矿总回风大巷→联络巷→原主要运输大巷→掘进工作面。
第十节 通讯、 信号系统
一、 通讯系统
在巷道安设局部通风机处20m范围内和距掘进工作面不大于100m处, 各安设一部生产调度电话, 保持与地面调度室及各生产单位的联络。
工作面→矿调度室→矿办公室( 井上、 下各要害场所) 。
二、 信号系统
运输机机头安设声光( 双相) 信号装置和紧急停止运转装置。

第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
作业方式 : 采用三八工作制, 二班生产、 一班检修。
工种
早班
中班
夜班
合计
班长
1
1
1
3
打眼爆破工
1
1

2
防爆胶轮车司机
1
1

2
电 工
1
1
1
3
瓦检工
1
1
1
3
支护工〔兼运料工〕
3
3
2
8
机修工
1
1

2
处理顶帮工、 攉煤
2
2
1
5
合计
11
11
6
28
劳动组织: 劳动组织表:
第二节 循环作业
根据工艺流程,规定每班两个循环
循环作业图表 :

第三节 主要经济技术指标

主要经济技术指标表
序号
名称
单位
数量
1
巷道毛断面
m2
9.81
2
巷道净断面
m2
7.86
3
循环眼数
个
43
4
日循环数
个
2
5
循环进度
m
1.3
6
日进度
m
2.6
7
日出勤定员
名
28
8
工效
m/工
0.09
9
水炮泥水耗
个/m
66
10
炸药消耗
kg/m
11.54
11
雷管消耗
个/m
33.1

第七章 安全技术措施
第一节 一通三防
一、 通风管理
1、 工作面局部通风机采用双风机、 双电源, 并能自动分风自动切换, 实现瓦斯电闭锁、 风电闭锁, 施工单位每天对”风电、 瓦电闭锁”进行检查, 确保其灵敏、 准确、 断电功能可靠。
2、 风机吊挂或上架, 尽量与风筒保持水平, 而且距底板的高度不小于0.3m, 风机必须挂牌, 设专人负责管理, 严禁其它人随意停开, 停风或停电时班长应立即组织撤离人员。
3、 局部通风机安设在进风侧距回风口不小于10m处, 局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速不得低于0.25m/s; 局部通风机装置设备齐全, 并安设消音器和高压衬垫; 局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。
4、 局部通风机供电电源必须实行”专用变压器、 专用开关、 专用电缆”。
5、 局部通风机因故障停止运转, 在恢复通风前, 必须首先检查瓦斯, 只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%, 而且局部通风机及其开关附近20m范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%, 方可人工启动局部通风机恢复正常通风。
6、 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, 拐弯处严禁拐死弯。
7、 风筒出口距掘进工作面距离不得大于5m( 300m以外) 或7m( 300m以内) 。
8、 通风科要加强对采区通风系统管理, 确保通风系统稳定可靠, 杜绝局部通风机喝循环风现象。
9、 工作面必须安排专职瓦斯检查工, 每班两次检查工作面的瓦斯情况; 瓦斯浓度超过规定时, 瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作, 切断超限区域内电器设备电源, 并将人员撤到安全地点。
10、 巷道贯通时编制专门的贯通措施, 确保通风系统合理。
11、 施工队要保管好所辖区域的通风设施。
12、 两道风门设连锁装置, 不得同时打开。且风门前后5m内不得堆放物料和各种杂物。严禁车辆顶撞风门。
二、 过旧巷管理
( 一) 通风、 瓦斯管理
1、 当掘进工作面贯通老空后, 局部通风扩散有效通风距离正前方按风筒出口向前8m, 巷道两侧按3m确定为人员安全工作范围, 之外的老空区均按盲巷进行管理。要拉警戒线, 悬挂”内有瓦斯、 禁止入内”的警示牌, 所有人员不得进入老空区。
2、 当掘进工作面贯通老空后贯通后, 首先停止工作、 切断电源、 撤出所有作业人员, 由瓦检员、 安全员、 班组长及矿跟班领导从混合风流处由外向里用多种气体检测仪逐步检查瓦斯及其它有毒有害气体浓度, 只有在所有气体都在安全浓度以下时, 方可逐步进入。
3、 在撤出工作面所有作业人员的同时, 跟班领导必须布置在有可能进入该处污风流流经的巷道入口处担任警戒, 并切断该处污风流流经巷道中的所有电源, 按照排放瓦斯的要求进行操作, 只有警戒解除后, 方可复电。
4、 掘进工作面揭露