9107进风顺槽作业规程

9107进风顺槽综掘作业规程目录第一章概况1第一节概述1第二节编写依据1第二章地面相对位置及水文地质概况2第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节煤岩层赋存特征2第三节地质构造3第三章巷道布置及支护说明4第一节巷道布置4第二节施工工艺及要求4第三节掘进作业14第四章生产系统17第一节通风17第二节综合防尘20第三节安全监控系统20第四节压风自救系统21第五节供水系统22第六节压风系统22第七节防灭火22第八节供电23第九节排水23第十节运输23第十一节通讯系统23第五章劳动组织与主要技术经济指标23第一节劳动组织24第二节循环作业28第六章安全技术措施29第一节施工准备29第二节一通三防29第三节顶板管理33第四节综掘机使用及管理37第五节防治水46第六节掘进机司机操作准备工作52第七节操作掘进机安全规定55第八节修安全技术措施57第九节机电管理61第十节运输管理63第十一节其它68第七章掘进工作面质量标准化标准71第一节作业规程编制71第二节作业地点综合防尘措施71第三节运输设备71第四节局部通风71第五节巷道卫生71第六节施工图版72第七节机电设备管理72第八节顶板管理72第九节质量标准化和工程质量验收72第八章灾害预防及避灾路线73第一节灾害预防73第二节避灾路线74附图表1、掘进机进刀示意图2、掘进作业循环图表3、9107进风顺槽支护断面图4、9107进风顺槽开口30米支护断面图5、9107进风顺槽掘进地质说明书6、9107进风顺槽地质综合柱状图7、9107进风顺槽巷道平面布置图8、9107进风顺槽巷道通风布置图9、9107进风顺槽机电设备布置图10、9107进风顺槽供电图11、9107进风顺槽监控系统图12、9107进风顺槽避灾路线图13、9107进风顺槽作业规程学习传达记录第一章概况第一节概述1、巷道名称、用途及井上下位置本工作面所掘进的巷道为9107进风顺槽，巷道主要担负9107工作面运输、通风。是该工作面的一个安全出口。掘进期间作为主巷，与9105回风顺槽双巷掘进，是9107工作面的主要巷道。本巷道位于胶带上山以南9107工作面东侧。2、工程概况本巷道总工程量为1200米，与9105回风顺槽间距20米。倾角（38），设计为矩形断面，采用钢带、锚网、锚索联合支护。巷道净宽4500MM、净高2800MM。根据以往资料显示该巷道在掘进过程中会遇到煤层变化（煤层厚度17米37米），因此，在掘进时应根据具体情况及时修改补充支护方式、并制定相应的安全技术措施，确保安全。第二节编写依据1、根据机械化采煤升级改造初步设计和配套的初步设计9煤层采区顺槽布置施工图。2、本矿已掘巷道的观测资料。3、机械化采煤升级改造矿井地质报告。4、煤矿安全规程。第二章地面相对位置及水文地质概况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况该巷道布置在9煤层中，相对高程1030米，沿煤层顶板掘进。东邻9105采面。地表相对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物。第二节煤岩层赋存特征1、9号煤层该煤层位于太原组上部，K5砂岩之上，厚度120350M，平均215M，偶含一层夹矸，结构简单，井田内赋存区稳定可采。煤层顶板为黑色泥岩或砂岩，底板为砂质泥岩，井田北部有煤层剥蚀，可采性指数为1，厚度变异系数238。9107工作面所采煤层属高变质煤。泥岩黑色，常相变为砂质泥岩，含植物化石碎片，平均厚度1068M。9号煤层分布稳定，全区可采。厚度120M350M，平均215M。附煤层主要煤质特征表煤层主要煤质特征表原煤煤层号浮煤水分MAD（）灰分AD（）挥发分VDAF（）全硫STD（）发热量QGRAD（MJ/KG）焦渣特征固定碳FCD（）粘结指数GRI煤类原煤0430980791635372221201509194416390341030582663303230069下浮煤060085072922104196114721554151004606204932833329330646563085148PS122、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数煤层瓦斯涌出量777MT煤层瓦斯等级低瓦斯矿井煤尘爆炸指数40有爆炸危险煤层自燃发火期自燃发火性为级，不易自燃。第三节地质构造1、地质构造根据资料显示，该巷道位于井田中部向斜构造南翼，南部高，北部低，煤岩南北方向倾斜，自然坡度38巷道以向斜构造的走向方向布置，可能在巷道掘出一段时间后，由于受下滑力的作用，巷道南帮和顶部受挤压发生煤帮和顶板有少量变形现象，支护受压，局部出现受压显现。3、水文地质情况由于该巷道横贯一采区南北9煤层下，9煤层及底板岩层有局部渗水。预计有少量涌水。顶板一般无水，但必须加强探放水工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，采取防、堵、疏、排、截的综合治理措施。依据实际情况进行探放水，并编制专门探放水措施，防止对掘进工作面造成影响。注意顶板的水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。施工中要敷设好排水管路，备好排水泵及通讯设施，做好排水准备工作。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1、该巷道布置在9煤层中，相对高程1026米，沿煤层顶板掘进。东邻9105采面。地表相对高程1285米，处于平缓的沟谷地带，地表无水体、铁塔及其他建筑物第二节支护设计一、巷道规格、支护形式。9107进风顺槽设计为矩形断面，巷道规格为净宽净高4500MM2800MM，净断面为126；采用锚杆、锚网、钢带、锚索联合支护。2、支护参数校核1、锚杆、锚索支护参数（1）锚杆直径4/401/3801SQM式中，SMAQ1320M锚杆直径（）；螺纹钢抗拉强度（MP）；锚杆锚固力；考虑富余系数，锚杆直径确定为。（2）锚杆长度TAN18TAN4500124BLM式中，BMA。组合拱厚度（锚杆对岩层的控制角（）锚杆间排距（）。2锚索支护参数的确定1锚索长度的确定123AALL式中LA锚索长度（M）；LA1锚索外露长度（M）；LA2锚索有效长度（M）；LA3锚索锚固长度（M）。（1）静压软岩巷道在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为15倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度21MAX5,NILH式中，A巷道宽度（M）；HI稳定岩层下各层厚度（M）；I稳定岩层下岩层层数。（2）动压软岩巷道21MAX3,NILH（3）当LA2/A3时，则LA23A。2锚索排距的确定锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。每排布置一根锚索则其排距为234AASK式中，A巷道宽度（M）；上覆岩层平均体积质量（KN/M3）单根锚索的极限破断力（KN）；AK安全系数。1锚杆长度的计算LKHL1L2式中L锚杆长度，M；K安全系数，取2；H冒落拱高度，M，是根据公式HB/2F估算的；B巷道开挖宽度，一次开挖宽度42M，二次开挖宽度35M，取42M；F岩石（煤）坚固系数，F2。L1锚杆锚入岩层深度，根据经验条件，取03M；L2锚杆在巷道中的外漏长度。2锚杆间排距的计算/BQKHR式中B；M锚杆间排距（）Q锚杆设计锚固力，898KN；K安全系数，去K6；H冒落拱高度，H0955M；R被悬吊岩层的重力密度。1锚杆间排距的计算（1）顶锚杆间排距的计算ABQ/KRLCOS式中A锚杆间距，M；B锚杆排距，M；Q顶锚杆锚固力，取64KN；G悬吊岩石载荷，KN；K锚杆安全系数，M，取15M；R岩石容重，KN/M3，取235；L锚杆有效长度，M，取15M；岩层倾角，取30，（2）帮锚杆间排距的计算行帮支护所需提供的最大支撑力为23MAXDTAN45/TAN45/RHFHF（为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力，则锚杆的3MAXP间距为A1Q/B1K13MAX式中Q帮锚杆锚固力Q，取40KN；A1帮锚杆的间距，M；B1帮锚杆排距，M；R煤的容重，KN/M3，取131；D巷道半宽，M，取15M；H巷帮高度，M，取高帮30；煤层内摩擦角，取25度；F煤层普氏系数，一般取23，取2；K1锚杆安全系数，一般取152，取2；2锚索间排距的计算1锚索长度的确定锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2L1NB式中L锚索长度，M；L1锚索孔内长，M；L2锚索外露长度，M，取03；B巷道跨度，M，取3；N经验系数，一般152，取2。2锚索排距的计算由于回采巷道跨度不大3M,锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。3锚索间距的计算由于顶板悬吊载荷为2/3GRHB因此，锚索间距可由下式计算22COSCOS/QRA式中Q2锚索预紧力，KN,100120，取100；R岩石的容重，KN/M，取235；B巷道跨度，M，取3；F岩石普氏系数，取24，取3；H载荷体高度，M，按自然平衡拱理论，沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度HB/（2F）05岩层倾角，30度。1锚索排距的计算需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为WBB式中B巷道跨度，M；破坏区煤岩体容重，KN/M3B锚索排距，M。顶板破坏高度，M。2潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力F，即2HHFBPUB式中U内摩擦系数；PH作用滑移面上的水平应力，KN2HP45TG式中内摩擦角，（。）则2245FBBTG（2）求锚索的排距。根据锚索的屈服载荷Y1，按每排安装N根锚索考虑，有NY1WFF式中Y1锚索的屈服载荷，KN。22145NYBTGB帮锚杆锚固力不小于50KN或5吨或50KN公式计算拉力器上仪表读数（MPA）4锚固力（KN）锚固力（KN）10承载力（吨）例13MPA（拉力器上仪表读数）452KN（锚固力）52KN（锚固力）1052吨（承载力）顶锚杆锚固力不小于70KN或7吨或70KN公式计算拉力器上仪表读数（MPA）4锚固力（KN）锚固力（KN）10承载力（吨）例18MPA（拉力器上仪表读数）472KN（锚固力）72KN（锚固力）1072吨（承载力）1524锚索锚固力不小于120KN或12吨或40MPA公式计算拉力器上仪表读数（MPA）3044锚固力（KN）锚固力（KN）10承载力（吨）例40MPA（拉力器上仪表读数）304412176KN（锚固力）12176KN（锚固力）1012176吨（承载力）178锚索锚固力不小于1696KN或1696吨或45MPA公式计算拉力器上仪表读数（MPA）3768锚固力（KN）锚固力（KN）10承载力（吨）例45MPA（拉力器上仪表读数）376816956KN（锚固力）16956KN（锚固力）1016956吨（承载力）216锚索锚固力不小于250KN或25吨或55MPA公式计算拉力器上仪表读数（MPA）455锚固力（KN）锚固力（KN）10承载力（吨）例55MPA（拉力器上仪表读数）455250KN（锚固力）250KN（锚固力）1025吨（承载力）型号为YCD22290型预应力张拉千斤顶备注使用扭力矩扳手检测，帮锚杆扭力矩不小于120KN,顶锚杆扭力矩不小于150KN。3、特殊地点支护形式1开口位置和交岔点使用锚索加强支护、开口处前3排必须全部使用锚索进行支护锚索间排距为800MM800MM，交岔点。其他顶板破碎的地段根据实际情况加强支护。（详见加强支护措施）。第3节施工工艺及要求一、支护工艺、工序及要求（一）临时支护工艺、工序及要求1、临时支护的数量，规格、形式采用30M长的12槽钢作为前探梁，每根前探梁采用2个“U”型卡用螺帽固定在钢托板下面。“U”型卡用20MM圆钢和10MM厚钢板制成，前探梁可在“U”型卡内前后移动，前探梁采用数量为3根。2、使用前探梁临时支护时工艺、工序要求掘进机割出一个循环后，退出掘进机，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关，并使用皮带等盖好截割头，。然后操作人员站在正式支护下，用长柄工具处理干净顶帮活矸（煤），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚网支护下，在迎头最里挂联一片顶网，将钢带和网联好后，在紧靠迎头锚杆上上好前探梁卡子，施工人员及时顶起网，前移前探梁，前移前探梁时，必须有专人监护顶板及煤帮。使用方木和木楔接顶，方可由外向里，找准眼位打眼，固定锚杆。3、工作面端头与临时支护，与永久支护间的最小和最大距离工作面与临时支护最小距离为02M,最大距离为1M。工作面与永久支护最小02M，最大1M。工作面与护帮支护最小距离08M,最大距离为16M。附图4临时支护平、剖面图。（二）、永久支护工艺、工序及要求1、永久支护材料锚杆帮锚杆、顶锚杆20MM2000MM高强度金属锚杆；锚索178MM8300MM低驰驰预应力钢绞线；锚杆托盘120MM120MM10MM铁托盘；锚索锁具178MM锚索专用锁具；锚索托盘长300MM，14槽钢；钢带顶钢带采用W钢带，长度4300MM，眼间距800MM，6眼/每根，边眼距钢带边150MM，帮钢带采用14MM圆钢筋焊接成梯子型钢带，钢带长度2800MM，由二条主筋和中间的横筋焊接而成；主筋间距为80MM。锚网菱形金属网；锚固剂MSCK2360型；2、永久支护方式锚杆、锚索、钢带、锚网施工方法（1）、采用锚网索钢带永久性支护。顶锚杆采用202000MM的金属锚杆，帮锚杆采用202000MM的金属锚杆，锚索采用1788300MM的低松弛预应力钢绞线,钢带规格采用14MM圆钢焊接，锚网采用菱形金属网，通过铁托盘、钢带压紧金属网，锚杆间排距800800，锚索间排距1600800，锚杆用力矩扳手拧紧，锚杆托盘规格为120120MM，金属网搭接长度100MM，每150MM连一扣，联网丝采用双股14铁丝，每扣拧圈不低于两圈，剩余部分弯到铁丝网里头。顶部锚杆用MSCK2360型锚固剂两支，帮部锚杆用MSCK2360型锚固剂一支，锚索用MSCK2360型锚固剂三支。锚杆的锚固力帮锚杆不低于50KN，顶锚杆不低于70KN。锚杆的外露长度，不大于50MM。2、锚索间排距1600800MM，呈三花眼布置，每排2根/1根；锚索托盘采用长300MM，14槽钢，每根锚索用MSCK2360型锚固剂三支，锚固力不小于230KN。具体布置方式见附图五。第4章施工工艺第一节施工方法一、施工工艺施工方案采用“三八制”循环作业方式，采用30KWX2局部通风机压入式通风，风筒使用直径800MM“双抗”胶质风筒。局扇实行双风机、双电源，风机自动切换，并做到“三专两闭锁”，皮带运输。2、施工顺序交接班安全检查割煤敲帮问顶挂网临时支护永久支护收尾（整理工程质量标准化）。3、支护质量要求（1）、9107进风顺槽为矩形巷道，净断面宽45M高28M，净断面积126，采用锚网钢带联合支护，锚杆采用202000MM的金属锚杆，锚杆托盘采用10MM厚120120MM的铁托盘，托板采用3MM厚4300220MM的W钢带，采用K2360型树脂药卷进行锚固，保证锚固力帮锚不小于50KN、顶锚不小于70KN，锚杆排间距800MM800MM；金属菱形网规格101米，网孔大小3030的菱形网，菱形网搭接长度不小于100MM，每隔200MM采用14钎丝双股绑扎，扭结不少于3圈。锚索178MM,每组间排距1608M，布置方式为二、一、二排列，每组2根/1根，长度83M,打到9煤层顶板白砂岩层内1215M为宜。（3）、采用202000的金属锚杆和202000高强度金属锚杆，锚杆凿眼机为帮锚杆钻机风动手持钻机，顶锚杆眼为MQT85锚杆外钻机。（4）、临时支护采用30M长的12槽钢作为前探梁，每根前探梁采用2个“U”型卡用螺帽固定在钢托板下面。“U”型卡用20MM圆钢和10MM厚钢板制成，前探梁可在“U”型卡内前后移动，前探梁采用数量为3根。工作面与临时支护最小距离为02M,最大距离为1M。工作面与永久支护最小02M，最大1M。工作面与护邦支护最小距离08M,最大距离为16M。（5）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。（6）、锚杆的锚固长度不小于300MM,锚固力顶眼不小于70KN，煤巷帮眼不小于50KN。锚索的锚固长度不小于800MM锚固力不小于230KN。第三节掘进作业一、掘进工艺本项目工程采用EBZ135综掘机破煤施工，全断面一次成型。二、掘进工艺流程交接班安全检查检查瓦斯割煤检查瓦斯及成型效果临时支护永久支护。三、锚网、索支护要求（1）施工所用锚杆和树脂药卷必须购买专业生产厂家产口，产品必须有合格证，对不符合标准的锚杆和无合格证的锚杆树脂药卷坚决不用。（2）药卷与锚杆孔和锚杆必须配套。使用前发现变质和超期的药卷不许用在工程中。（3）、安装锚杆前要用压风洗干净眼内的岩粉。（4）、锚杆的锚固长度不小于300MM,锚固力顶眼不小于70KN，煤巷帮眼不小于50KN。锚索的锚固长度不小于800MM锚固力不小于230KN。（5）、锚网采用菱形网，搭接长度01M,用14铁丝每200MM联网一处。（6）、煤巷帮网使用网眼3030的菱形铁丝网。（7）、交岔点支护交岔点前后5M范围内加强锚索加密支护，即排距不变的基础上，每排布置3根加强锚索，补强间距14M,靠工作面侧锚索距帮800MM。丁字口、十字口开口处加一排（两根）锁口锚索。（8）特殊地段的支护方式和技术要求掘进工作面过松软岩层，破碎带地段时，巷道交岔点应立即缩小钢带间距增加锚索数量及时挂网锚喷支护。巷道开口处增加三根锁口锚索，巷道交岔点处锚索数量以12M2控制面积实施补强。加强顶板控制，严格使用临时支护，每班设专人监护顶板，并有备用支柱（优质木材）、锚杆，菱形铁丝网要有足够数量码放到迎头50M处。在巷道特殊地段，永久支护完成时同时安装顶板离层仪，对顶板下沉量进行监测。在掘进过程中如遇断层、无煤柱等特殊地质构造时，要改变支护方式，加强顶、帮支护。严禁空顶作业，严格执行“敲帮问顶”。采用少装药、放小炮的方式，减小炮眼装药量，特别是周边眼。严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度，并制定专项安全技术措施。加强通风管理，防治瓦斯大量涌出造成瓦斯浓度变大，如瓦斯浓度超限，应立即撤人。放炮时要对附近20米范围内风、水管路和电气设备加强保护，全部人员要撤到安全区域，（直巷100米，拐弯巷道70米。）撤出最后一名人员必须是安全员。（9）锚索、锚杆安装工艺1）、顶锚杆安装工艺割煤后先进行通风，排放有害气体，然后洒水降尘，清理掉顶、帮危岩再进行临时，支超前支护，同时将顶网、钢带整平，然后联顶网，钻锚杆眼，每完一孔后，紧固螺母套筒连接锚杆与钻机，操作锚杆钻机将锚杆药卷送入眼底，按规定时间搅拌药卷后稍停机1530秒后开动钻机，直接将螺母拧紧，锚固安装一步到位，依次循环进行，直至将顶锚杆全部注完毕。每排顶锚杆钻眼安装应先中间后两帮，按规定间排距定位再钻。2）、帮锚杆安装工艺在顶锚杆施工完毕后，进行帮锚杆安装与出煤平行作业，采用手持式风动煤钻机带动26MM的麻花钻杆打锚杆眼，根据锚杆布置图，先打上部帮眼然后将金属网上边与顶网联好，用锚杆体将锚固树脂药卷轻轻送入眼底，用锚杆托板压住金属网，杆尾用紧固螺母套连接风煤钻，开钻搅拌3045秒，达到规定要求，稍后直接将螺母拧紧即可。为了避免回采割煤钢制帮锚对和滚筒产生碰撞接触危险，在采帮一侧采用高强度树脂锚杆锚固。3）、锚索安装工艺采用锚杆钻机钻孔、钻杆为1M长的19MM的六楞空心钻杆多根套接使用，钻头为25的复合片钻头。锚索安装需三人配合，一个操作钻机，两人拆换钻杆。钻完一孔后，用锚索钢绞线顶端顶住药卷送入眼底，戴好连接套，开始搅拌，且钻机应缓缓上升，并保证锚固剂到眼底，锚索药卷搅拌时间为5060秒，搅拌完毕停止钻机，等待180秒后开始拆下搅拌器，半小时后才能用千斤涨拉锚索（短锚索采用快速药卷锚注完毕可直接涨拉）。涨拉时，先戴上托梁（或铁托板）、锚具，然后用涨拉千斤锁住锚索进行涨拉，油泵压力表应缓慢上升，若发现突然非人为上升或下降，千斤顶油缸伸出量超过150MM时立即停止涨拉，重新涨拉，两次超过规定行程仍不达设计预紧力时，必须在附近200MM处重新补打。4）、加强锚索施工工艺9107进风顺槽顶板钢带锚杆与锚索一同打注，每班必须全部跟到工作面迎头。每割一个循环进度08米，停止截割，开始打钢带、锚索，完成支护后再开始第二次割煤。5）、平行作业工艺9107进风顺槽打帮锚杆可与割煤平行作业，滞后于综掘机后，紧跟综掘机锚固。6）、支护工艺要求根据现场顶板情况和实际岩层强度，“掘一排、支护一排”。为保证巷道工程质量，在每一循环之前都要检查中线情况，如有偏差及时调整。迎头掘出一排距离后，人员在外边有支护下用长柄工具敲帮问顶。处理顶帮活矸、活煤，然后人员站在永久支护下，铺好顶网，打好临时支护，照好中线竖好钻机打注顶锚杆（索）。第五章生产系统第一节通风一、局部通风设备选型本工作面采用局扇压入式通风，配备2BKJ60/22型（功率222KW）局部扇风机。双电源供电，一台工作，一台备用，吸风量为250456M3/MIN。选用800MM柔性胶质风筒，保证工作面风流稳定连续。二、通风系统1、通风采用压入式通风方式，局扇必须采用双风机双电源。2、掘进头供电必须实行“三专两闭锁”。3、风筒出口距煤头距离保证不超5M，风筒要吊挂平直，逢环必吊，不得有死弯和破口，保证掘进头有足够的风量。4、所有工作人员必须人人爱护通风设施，不得随意损坏。风筒损坏后要及时修补，以免漏风严重，造成掘进头风量不足。施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及启动装置必须安设在进风巷新鲜风流中，距9107顺槽巷道口20米。掘进工作面风量计算Q掘面60VSKT60025112511017589M3/MIN式中S掘进巷道的毛断面积，取1125；V掘进工作面的风速，取025M/S；KT掘进工作面温度调整系数，取110。（1）风量验算、按CH4涌出量验算Q掘面100Q掘K掘通10005420202M3/MIN式中QCH4掘进工作面的CH4绝对涌出量取054M3/MINK掘通掘进工作面的通风系数，取20Q掘掘进工作面实际需要的风量、按人数验算Q掘面4N4624M3/MIN式中N掘进工作面同时工作的最多人数，取6人。、按同时使用最多炸药量验算Q25A25111277M3/MIN经过以上验算Q掘面取277M3/MIN（2）风机选型Q局KLQ掘面12277332M3/MIN式中Q局掘进工作面局部通风机的吸风量,K1风筒漏风系数，取12，根据计算及实际通风路线长，应选用2BKJ60/22型（功率222KW）局部扇风机，吸风量为250456M3/MIN。为了防止局扇吸循环风，局扇安放的巷道中的风量，除了保证局部扇风机吸风量外，还应保证局部扇风机吸口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为每秒025米，采取下式计算Q安Q局9S40091125500M3/MIN式中S局扇安置的巷道净断面积，取1125M2经过验算，掘进选用2BKJ60/22型局部扇风机。三、局部通风机的安装地点和要求1、局部通风机的安装地点局扇通风机安装于胶带上山新鲜风流中、距9107顺槽巷道口20米。2、局部通风机安装要求1）、局扇使用锚杆固定悬挂在顶板上，距离顶板300MM左右。2）、局扇开关必须上架，风筒距工作面不得大于5M，保证工作面有足够新鲜风流。3）、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现三专（专用线路、专用开关、专用变压器）两闭锁（风电闭锁、瓦电闭锁）4）、风筒要求平直、逢环必挂，不出现拐死弯现象。5）、风筒接口严实不漏风，工作面风筒不落地。6）、必须保证风机连续运转，不准无计划停风停电。附通风系统示意图第二节综合防尘1、防尘水源来自地面蓄水池副井筒井底车场无极绳运输巷工作面。2、防尘水源来自地面蓄水池主井筒工作面。3、每50米设三通一个，打设支护时采取湿式打眼、定期冲刷巷道积尘，净化风流等综合防尘措施。防止煤尘堆积。4、防爆水棚应设置在巷道的直线段内，长度不小于20米，水棚之间的排距不大于15米，水袋边与巷壁、顶板构件物间的距离不得大于150，水袋距道不应小于18米。5、距掘进工作面30M范围内，必须安装一道净化水幕。6、工作面作业地点20M内安喷雾装置进行喷雾洒水。7、各转载点设置设三通供喷雾洒水装置，做到开机开水，停机停水。8、定期冲洗巷道，防止煤尘堆积。9、对于粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。10、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面。第三节安全监控系统1、在工作面煤壁5M范围内设甲烷传感器一台，（距帮不小于200MM、距顶板不大于300MM，）报警浓度10，断电浓度15，复电浓度10，巷道的回风侧上部，距帮不小于200MM、距顶板不大于300MM，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。在回风口以里的探头，能断掉本巷道内所有非本质安全型电气设备的电源。传感器与断电仪之间采用专用监控电缆连接。2、在工作面煤壁1015M范围内设甲烷传感器一台，报警浓度10，断电浓度10，复电浓度10，断电范围；掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。3、在距回风口1015M范围内安设甲烷传感器一台，报警浓度10，断电浓度10，复电浓度10。4、所有传感器要求数据真实，传送信号可靠及时，动作灵敏。甲烷传感器每7天必须更换一次，入井前必须进行断电试验。5、便携式瓦检仪的配备和使用1）、矿级领导、队长、技术员、电钳工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对巷道内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为10）必须进行处理。2）、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作进行处理。第四节压风自救系统根据国家煤矿安全监察局安监总煤行2007167号“三条线”文件精神，要求空压机站必须安装在地面、采用集中供气的规定，矿井地面工业场地现设空气压缩机房，安装有SHT250/08型空气压缩机两台，一台工作，一台备用；额定排气量40M/MIN，额定排气压力080MPA；配Y型电动机，10KV，250KW。一趟1085无缝钢管管路，沿主斜井敷设将压缩空气送至井下。本工作面的风源从地面空气压缩机房统一供风，用4寸钢管及1寸高胶管接入工作面。第五节供水系统1、防尘水源来自地面蓄水池副井筒井底车场无极绳运输巷轨道上山胶带上山工作面。2、防尘水源来自地面蓄水池主井筒工作面。第六节压风系统风源来自地面压风机房经159主压风管供井下各运输巷，再用100风管接入工作面，风管布置在巷道帮，管路悬挂点距底板高度为1米。供风管距工作面不超过30米、设三通，胶管紧跟工作面。地面风压为07MPA，迎头风压最小为05MPA。第七节防灭火一、巷道内的电气设备做到“三无”，杜绝失爆。二、工作面杜绝一切明火，使用的润滑油和纸等必须存放在盖严的铁桶内，使用过的由专人定期送往地面处理，不准乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。三、任何人员发现井下火灾时，应就火灾性质，灾区通风和瓦斯情况立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势并迅速汇报调度室。四、电气设备着火时，应首先切断电源。在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。五、对井下火灾不能直接灭火时，必须封闭火区，在确保安全的前提下，应尽量缩小封闭火区的范围，现场的班组长，应组织人员撤离危险区，必要时戴上自救器撤离。六、加强用电管理，井下所有电气设备的安装和使用除严格遵守规定外，还应正确使用各类安全保护装置，防止过电流引起火灾。第八节供电该迎头掘进施工中，电源来自井底变电所，供电方式为集中供电，经专用的高防开关、变压器接至工作面总开关，再用不同平方的负荷电缆，供巷道内各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50MM。配电点设置在距迎头100M以外的安全地点。第九节排水根据地质说明书的有关资料，影响本区段充水的主要因素为顶板淋头水及通过地层裂隙导入的四节石含水层，预计最大涌水量约为03M3/H左右，正常涌水量01M3/H。该工作面主要通过小水泵，用排水管路直接排入轨道运输巷，流入采区水仓。第十节运输1、运煤、排矸工作面煤溜（胶带下山）皮带煤仓（胶带巷）皮带井底煤仓主皮带主斜井地面筒仓2、运料系统地面1T矿车副斜井井底车场轨道大巷胶带上山工作面第十一节通讯1、井下掘进工作面通信直接与井上下各通信相联系，电话为矿用本安型壁挂话机。2、运输材料使用绞车时，必须使用信号联系，运煤过程中，也必须使用信号联系。3、各部输送机、绞车间设双向对打声光兼备信号装置。信号规定一停，二开，三倒。乱点为事故点。岗位工不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备运行。第五章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织一、9107进风顺槽施工1、作业方式实行“三八制”作业方式，两班半开拓，半班检修。2、生产班4个循环，循环进度32M。检修班2个循环，循环进度16M。二、交接班、安全质量检查的准备工作1、严格进行交接班制度，开工前，班组长、验收员、施工员、安监员、瓦斯员首先进入工作面进行安全质量检查，并加固工作面10M范围内的支护，及时处理上班遗留下的隐患，再进行作业。2、对所有设备进行检查，保证完好，正常运转。3、保证第二运输机（可伸缩胶带运输机）的连接长度，当第二运输机位于第一运输机未端时，需延伸第二运输机。4、割煤运输1）、选用悬臂式掘进机，型号EBZ135型2）、割煤方法截割时，按中心线左、右。先从左下定位切割煤邦，直至顶板，然后从左向右、从下向上切割破碎中间部分，再有下向上切割修整右邦，最后将巷道轮廓进行修整，保证不超挖、欠挖。每一次截深800MM。切割时，必须按照规定的切割路线切割，以免造成机体不稳，截齿受损等不良现象，同时，掘进司机必须在培训合格后持证上岗，杜绝非专职司机操作，（详见切割图）3）、操作方法启动掘进机后，按照巷道尺寸进行定位，启动切割机电机，靠掘进机行车履带向前进刀04M后停止行走。按照切割程序图进行切割，切割中间部分时，水平摆动切割头到位后，使其升高一定距离，每次升高距离不得大于05M，过程中让装载臂与溜子工作，使铲板紧贴底板，并落下后支承部，使掘进机后部略抬高，使机器在切割过程中有较好的稳定性，如此重复、切割完一个循环（08M）后，掘进机退出工作面5M，切割臂放在底板上，切断电源并闭锁后，方可进行临时支护等工序。四、掘进机使用安全注意事项1、司机必须经过培训持证上岗，无关人员不得擅自开机。2、截割头必须在旋转情况下才能向煤壁钻进。3、当截割头已钻进煤岩壁里时，不允许启动截割电机，须先退后方可启动。4、掘进面有煤有岩时，应先破煤在破岩，破煤时必须将五联阀组的进给速变换手柄推入，方可缓慢地切割岩石。5、大块掉落煤岩，需用适当方法破碎后在装载，不能用刮板机强拉。6、工作时若有不正常的声响，应立即停机检查，查明原因排除故障后才允许开机。7、当发现液压系统压力值严重波动，溢流阀经常开启，系统有噪音和严重发热时，应立即停机检查。8、邮箱油温超过70C时，须停机冷却，待降温后再开机工作。9、截割头在工作时，若遇闷车现象，应立即停机，以防切割电机的损坏。10、掘进机启动时，必须先检查掘进机截割部及履带两侧无人后，方可发出警报，报警发出15S后方可开启掘进机。11、掘进机使用维护按EBZ135型悬臂式掘进机使用维护说明书执行。五、使用掘进机掘进应遵守下列规定1、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。2、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。3、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。4、开动掘进机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。5、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPA，外喷雾装置的使用水压不得小于15MPA；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPA或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。6、掘进机停止工作和检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力起动器的隔离开关。7、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。劳动组织表序号工种班次早中晚1带班长1112综掘司机1113皮带司机5224电工3115支护工8886维修工37维修下料工7118合计281414附9107进风顺槽主要技术经济指标序号指标单位数量1巷道断面（净）1262每循环进尺083每班循环次数次44每班进尺325每日进尺86每循环煤量10087钢筋网消耗量/M1368锚索消耗量根/M259锚杆消耗量根/M1510工人数名/天5611效率/工17第二节循环作业为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织表的人员配备，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，充分利用工作时间，提高工时利用率。第六章安全技术措施第一节施工准备一、施工前，首先传达贯彻9107进风顺槽掘进作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格人员必须补考且合格后再下井作业。二、施工前，技术科必须提前给出中线，施工部门严格按线施工。三、施工前必须对支护和工作环境进行检查、加固、清理。四、施工前应提前按设计要求形成正规的通风系统和其它系统，并能正常使用，同时准备好各种支护材料和所需工具。五、开工前必须经相关职能科室检查同意，并且持有获得批准的作业规程后方可施工。六、制定探放水专项措施。七、当顶板遇水时在顶板安设导水管。有积水时及时安设水泵排除。必要时施工水泵窝。第二节一通三防（一）、通风瓦斯管理1、局部通风机装置设备齐全，风机置于巷道顶上，开关距地面的高度不小于03M。两台局部通风机必须错开一定的距离。2、局部通风机供电必须实行“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器设备实行“风电闭锁”，施工单位每天对“风电闭锁”进行检查；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”，监控工每天对“瓦斯电闭锁”进行检查，并有记录可查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。3、使用局部通风机，无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源进行处理，恢复通风前检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度不超过05，方可人工开动局部通风机。开启局部通风机，严格按煤矿安全规程第一百二十九条、第一百四十一条规定执行。4、局部通风机必须由专职人员负责管理，保证通风机正常运转。其它人员不得随意开停局部通风机。5、局部通风机必须实现“三专两闭锁”和双风机、双电源供电，并要与回采工作面分开供电。6、掘进工作面的瓦斯浓度达到10或二氧化碳浓度达到12时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员、查明原因进行处理。7、由于停电或其它原因造成局部通风机不能运转时，必须立即停止作业，切断电源、撤出人员并及时向矿调度室和队长汇报情况。在恢复通风前必须检查瓦斯浓度，当局部通风机及开关附近10米内风流中瓦斯浓度不超过05时，方可启动局部通风机。8、局部通风机实行挂牌管理，局部通风机管理牌和瓦斯检查牌板应写明供风地点，局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、地点、风机入风量、有效风量率、瓦斯及二氧化碳等内容。11、风筒的安装使用必须符合下列标准（1）风筒无破口、未端一节除外。（2）风筒吊挂平直、逢环必挂，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒的脱节及破口，以减少风量损失。（3）风筒拐弯处要设弯头（弯度小于或等于90时）12、掘进无计划、停风停电的地点，盲巷可以不进行封闭，但必须切断电源，在盲巷口设置栅栏，揭示警标，由专职的瓦斯员在盲巷口新鲜风流中看守，任何人不得进入停风区，看守人员必须现场交接班。13、甲烷传感器应垂直悬挂距顶板不大于300MM，距煤壁不小于200MM的地点，能够正确反映监测地点的瓦斯浓度。14、风筒口距迎头不得超过5M，风筒出风口的风量不小于设计风量277M3/MIN,因故停风时，必须立即撤离局扇供风地点的所有人员。在恢复通风前，必须先由瓦斯员检查瓦斯浓度是否超限，若超限应立即向矿总调度室汇报，同时制定排放瓦斯措施，采取专人排放。待恢复正常通风后，人员方可进入迎头。15、瓦斯监控设备分站安装在局扇风机开关处，工作面传感器安装在距工作面小于5米的回风侧（距顶30厘米，距帮20厘米）报警值10，断电值15，复电值10，回风流探头安设在距回风口10米处，报警值10，断电值10，复电值10。16、每天必须检查监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数大者为依据，采取安全措施并必须在8H内对2种设备调校完毕。（二）、一通三防管理1、风机、风筒的安装和使用，必须严格执行煤矿安全规程第128、129条规定。风筒口距掘进迎头的距离不大于5M，风筒出风口风量不小于设计风量277M3/MIN。2、一通三防部要定期专人监测迎头的风量，发现风量不足时必须立即采取措施，必要时停产处理。3、吊挂式风筒要求平直，高度符合要求，风筒无破口，接头无漏风。爱护风筒设施，不得随意停风，一旦停风，人员马上撤到通风良好的地方。恢复送风前由瓦检人员检查有害气体，局扇及开关地点附近10M风流中的瓦斯浓度不超过05时，方可由专人或通风科指定人员送风，4、各班必须携带便携式瓦检仪，挂在离迎头35距顶板300MM处的回风流中，并使其始终处于工作状态，当瓦斯浓度超过1时报警。5、局扇必须由专（兼）职人员管理，保证运转，并由通防部门负责检查“两闭锁”，确保有效使用。6、一通三防部必须派专人跟班检查巷道各处CH、CO等有害气体浓度，有异常情况立即汇报处理。7、掘进工作面必须安装好供水管路和压风管路，管路末端距迎头不得超过50M，否则不准开工。供水管路每50米留一组三通阀门、压风管路每100米留一组三通阀门。8、掘进工作面安装的CH4自动检测报警装置，应符合煤矿安全规程第159、160条的规定，并必须建立使用维护管理制度，按煤矿安全规程第162条的要求定期进行调试、调整、校正，具体由通风科负责。9、掘进工作面的空气成分应符合煤矿安全规程第100条的规定，施工中如果发现有害气体超限，必须严格按照煤矿安全规程第136、138、139、140条规定处理。10、掘进工作面通风执行煤矿安全规程第114条规定。11、掘进工作面探放水执行煤矿安全规程第285、286、288293条的规定。（三）、防火管理巷道掘进过程中采用风钻打眼，防火重点是防设备、电缆线和人为火灾。1、电器设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或者其它原因引发的火灾，利用水管灭火。3、掘进巷道的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。带式输送机机头、机尾前后20M范围要用不燃性材料支护，带式输送机机头、机尾按规定配备灭火器材，底输送带下及机尾的浮煤要及时清理。4、在带式输送机机头部位安装烟雾、CO传感器，并加强管理。5、合理调节风流、控制火势蔓延。第三节顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业（最大控顶距12M，最小控顶距04M）。靠近工作面10M内的支护在掘进前，必须检查无问题时方可作业。严格执行开工前和工作中敲帮问顶制度，顶板打危岩工作必须两人配合，一人站在后退方便地点使用长把工具由外向里、自顶到两帮逐段进行，另一人负责监护观察顶板。打危岩地点不得进行其他工作。2、掘进时要认真坚持“敲帮问顶”制度，及时用长把工具找掉危岩活矸（长把工具配备不少于3根，长度24M，放在工作面附近）。敲帮问顶时，敲击顶帮发出“空空”的声音时，就立即打掉，要顺着裂隙、层理面慢慢打下，不得硬刨。3、顶帮遇有大块矸石或有较大面积离层时，应先设置临时支护，保证安全后再由外向里慢慢掘进，不得强掘。4、每掘完一个循环，工作面人员检查顶板情况，打好有效的临时支护。5、当掘进工作面有下列情况时，必须停止作业、撤出人员，并及时汇报矿调度室及有关单位（1）顶板来压，支护变形速度骤增时。（2）瓦斯等有害气体超限或局部通风机停风时。（3）工作面遇到有煤岩外移，涌水量大等突水征兆时。（4）巷道顶板离层严重，大量锚杆锚索失效时。（5）其它异常情况出现时。6、在顶板破碎时，适当缩小锚杆眼距有效控制顶板。7、掘进工作面打注锚杆应在有效的临时支护下紧跟随迎头，不得空顶作业。8、安装的锚杆托盘要与岩体紧密接触，严禁在托板后面充填木片、碴石等杂物。锚杆的外露长度不得大于30MM。9、在直巷道内每隔50M，在丁字口、十字口处最大跨度内安设一组顶板离层仪，按规定对离层仪进行测读并做好记录。必须安排专人经常检查整条巷道的支护情况，发现压断锚杆的应及时补打，同时注意观察顶板离层仪情况，若发现顶板离层150MM时，及时汇报，采取加固措施，确保支护牢固10、遇到岩性不好、顶板松软、破碎、压力增大以及断层等地质构造时，要及时采取缩小排距或进行联合支护等加强支护的措施。遇有顶板冒落冒空等现象，必须待冒落稳定后，及时搞好超前支护。当发现顶板破碎或局部冒落时，应及时打超前锚杆，超前锚杆与顶板夹角不小于15，每排不少于3根。11、严格执行现场交接班制度，对顶板情况及一些不安全隐患，应交接清楚。12、管理人员、队长、安全员要经常巡视查看后路，检查支护及顶帮情况，发现问题，及时处理，确保后路畅通无阻。13、严格执行煤矿安全规程第266条规定掘进工作面或其他地方发现透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、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、水色发浑有臭味等异状）时，必须停止掘进，报告矿调度。如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。14、顶锚杆应按规定做拉力试验，做完试验合格后方可紧好螺母。不合格锚杆必须补打并再做试验。15顶板离层仪安装顶板离层仪安装步骤1）、用2728MM钻头在顶板上打孔至预定深度。2）、用端部带槽的安装杆将上部锚固器1推至钻孔上端，轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住。（注上部锚固器与显示孔口到上部锚固器之间的总变形量的T刻度指示环4相连。）3）、用端部带槽的安装杆将下部锚固器2推至钻孔中预定监测位置通常与顶板锚杆上端处于同一高度，轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住。4）、检查确认孔口套管组件图中件3连接牢固，然后将其插入钻孔中，确保两个刻度指示环移动顺畅，不受任何卡阻，并确认孔口套管组件已固定在钻孔中（注在将孔口套管组件推入钻孔中的同时，需将细钢绳从刻度杆端向外拉）。5）、将刻度指示环T的红色边缘与“0”刻度对齐，然后用卡箍将与其相连的细钢绳卡住，确认指示环移动不受卡阻，截多余的细钢绳。6）、将刻度指示环L的红色边缘与“0”刻度对齐，然后用卡箍将与其相连的细钢绳卡住，确认指示环移动不受卡阻，截去多余的细钢绳。7）、记录指示仪编号、安装日期及位置，初始读数。第四节综掘机使用及管理（一）、一般要求1、掘进机司机及维修工必须经过专门培训，考试合格后，方可持证上岗。2、掘进机必须装有只准以专用工具开闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管，司机离开操作台时，必须断开掘进机的电源开关。3、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急