《11091回风巷及切眼掘进作业规程》

目录第一章概况1第一节概述1第二节编写依据1第二章地面位置及地质情况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5第四节水文地质5第五节瓦斯地质5第三章巷道布置及支护说明6第一节巷道布置与施工说明6第二节矿压观测10第三节支护设计10第四节支护工艺14第四章施工工艺16第一节施工方法16第二节凿（岩）煤方式17第三节爆破作业17第四节装载与运输22第五节管线敷设22第六节设备与工具24第五章生产系统25第一节通风25第二节压风26第三节瓦斯防治28第四节综合防尘29第五节防灭火31第六节安全监测监控32第七节供电35第八节排水38第九节运输40第十节照明、通讯和信号41第六章劳动组织及主要技术经济指标43第一节劳动组织44第二节循环作业45第三节主要技术经济指标46第七章安全技术措施47第一节一通三防47第二节顶板54第三节爆破58第四节防治水66第五节机电管理67第六节运输70第七节煤质及其它安全制度79第八章文明生产与质量标准化82第一节文明生产82第二节质量标准化83第九章灾害应急措施及避灾路线85摘要11091回风巷及切眼均为二1煤层头层掘进，回风巷掘进巷道长约92M，切眼长约37M；工作面标高在155329169669M之间，上部及南部均为11073工作面，下部为2312工作面，北部为一水平大巷、11062工作面，上述工作面均已回采完毕；地面为农田，位于韩庄村西南方向,地面标高141M。11091回风巷掘进设计长度92M，预计巷道开工掘进时间为2015年7月底，预计竣工时间为2015年8月中旬，服务年限为3个月，巷道主要担任11091工作面回风及辅助运输的需要。切眼掘进长度37M，预计掘进时间为8月中旬，竣工时间为8月下旬，为11091工作面安装回采做准备。11091回风巷及切眼施工方式为炮掘，回风巷采用2424M11矿工钢配合一梁三柱叉子棚支护，叉子棚允许滞后15M。巷道高2050MM，下宽3650MM，两帮扎角均为725MM，S掘684M，S净599M，棚距中中500MM；11091工作面切眼采用36M钢梁配合单体柱（一梁三柱）支护，断面为矩形，巷道宽3600MM,巷高2300MM,S净828M。掘进工作面施工工序交接班延长刮板输送机打眼放炮检查瓦斯临时支护出煤架棚收工清理。第一章概况第一节概述一、巷道名称本作业规程施工的巷道为11091回风巷及切眼。二、巷道目的用途施工11091回风巷是为了满足11091采煤工作面回风及辅助运输的需要，施工切眼为了11091工作面安装回采做准备。三、巷道设计长度和服务年限11091回风巷设计施工长度为92M，服务时间3个月，切眼设计施工长度为37M。四、预计开竣工时间本巷道施工自2015年7月下旬开工，预计2015年8月底完工。第二节编写依据一、方庄二矿技术科提供的巷道掘进设计图。二、方庄二矿地测科提供的水文地质资料。三、方庄二矿通防科提供的通风瓦斯资料。四、安全生产法、煤炭法、矿山安全法、煤矿安全监察条例、煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）、井巷掘进各工种操作规程及岗位责任制、焦作煤业（集团）有限责任公司“一通三防”管理规范、焦煤集团矿井机电运输“规范化、统一化、精细化”管理标准、焦煤集团风量计算细则及其它相关技术规范、标准、规定等。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11091回风巷巷道相应的地面位置位于韩庄村西南方向,地面标高141M，具体情况见表1。附表1井上下对照关系情况表水平、采区11采区工程名称11091回风巷及切眼地面标高141井下标高149977167409M地面的相对位置建筑物及其它巷道位于韩庄村西南方向，全为农田，无建筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响工作面为煤层头层掘进，上部及南部均与11073工作面相邻，下部为2312工作面，北部为一水平大巷、11062工作面，均已开采。邻近采掘情况老空老巷及积水等对掘进巷道的影响工作面煤层赋存比较稳定，煤层厚度为45M左右。煤层结构简单，无夹矸，煤层中部为原生结构煤，其上部05M左右和下部10M左右为酥煤。该工作面水文地质条件比较简单，主要含水层为煤层底板L8灰岩。根据工作面老空水害评价报告分析，工作面周围没有老空积水。第二节煤（岩）层赋存特征工作面煤层赋存比较稳定，煤层倾向108114，倾角1820，平均19。根据11073、11062和2312工作面回采情况分析，工作面地质构造简单，为单斜构造，没有断层构造。工作面煤层赋存比较稳定，煤层厚度为45M左右。煤层结构简单，无夹矸，煤层中部为原生结构煤，其上部05M左右和下部10M左右为酥煤。周围工作面已回采结束，经长时间释放，残余瓦斯含量为312428M3/T，绝对瓦斯涌出量为0210M3/MIN，掘进期间无煤与瓦斯突出危险。附表2煤层特征情况表指标单位参数备注煤柱厚度M45煤层倾角（最小最大/平均）（）1820/19煤层硬度F15煤层层理（发育程度）一般煤层节理（发育程度）一般绝对瓦斯涌出量M3/MIN0210瓦斯含量M3/T312428自燃发火期D煤层为三类不易自燃工作面煤层赋存比较稳定，煤层厚度为45M左右。煤层结构简单，无夹矸，煤层中部为原生结构煤，其上部05M左右和下部10M左右为酥煤。附表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老顶细砂岩72灰色、致密较硬、含云母片。直接顶粉砂岩45灰黑色、泥质为主、较硬、富含植物化石。直接底粉砂岩54灰黑色，含粉砂质，富含植物化石，水平层理。煤层顶底板情况老底中细砂岩18灰色，钙质胶结，致密坚硬。附图2111091回风巷综合柱状图（1500）老顶直接顶煤层直接底老底724545541803065126565细砂岩粉砂岩二1煤中细砂岩砂质泥岩L9灰岩砂岩L8灰岩灰色致密较硬、含云母片。灰黑色，泥质为主，较硬，富含植物化石。灰黑色，含粉砂质，富含植物化石,具水平层理。灰色，钙质胶结，致密坚硬。黑灰色，厚层状泥岩，砂质泥岩，夹薄层深灰色粉砂岩。富水性岩层中细粒砂岩，成份以石英为主,深灰色粉砂岩。深灰色厚层状含大量动物（蜓科及腕足类）化石，顶部含燧石团块,富水性强。煤岩层名称备注层厚M地层名称柱状150岩石特性描述粉砂岩煤层上部以酥煤为主，中部为酥煤夹花碳，底部煤质较软。第三节地质构造11091工作面煤层赋存比较稳定，煤层倾向108114，煤层平均倾角19。根据11073、11062和2312工作面回采情况分析，工作面地质构造简单，为单斜构造，没有断层构造。第四节水文地质该工作面水文地质条件比较简单，主要含水层为煤层底板L8灰岩。根据工作面老空水害评价报告分析，工作面周围没有老空积水；根据周围工作面回采情况，预计该工作面正常涌水量02M3/MIN，最大涌水量为10M3/MIN；根据井下水文观测孔资料推算，掘进工作面L8灰岩水位为60M，工作面最低标高167409M，煤层底板与L8灰岩之间隔水层厚度平均为40M，工作面最大水压为13MPA，最大突水系数为00325，工作面正常掘进时不会发生突水。第五节瓦斯地质周围工作面已回采结束，经长时间释放，残余瓦斯含量为312428M3/T，绝对瓦斯涌出量为0210M3/MIN，掘进期间无煤与瓦斯突出危险。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置与施工说明11091回风巷位于149977155329M水平之间，巷道设计施工长度约92M，采用2424M矿工钢梯形棚支护。切眼位于155329167409M水平之间，巷道设计施工长度约37M，开口位置为原1111工作面机尾端头，将原3630M矿工钢梯形棚替换为2424M矿工钢梯形棚后开口掘进。开口后严格按中腰线沿掘进方向按313负坡度掘进，约92M后向下山方向掘进切眼，调整坡度为19。附图31、11091回风巷及切眼平面布置示意图图例风门、副井19392045（9258）313560（37654）图中单位均为MM附图3211091回风巷剖面示意图92045、31109、4752109、53279258、图中单位除标示外均为MM附图3311091切眼剖面示意图109、674109、5327、37654356019图中单位除标示外均为MM第二节矿压观测一、观测对象11091回风巷及切眼掘进巷道。二、观测内容巷道顶、底板移近量和两帮移近量。三、测量工具采用钢卷尺、皮尺或其它测量工具量测，确保使用测量工具准确无误。四、观测方法巷道开口后掘进30M后，布置第一个观测点，以后每隔2030M，两帮各找一组测试点，观测两帮移近量，顶、底板按垂直方向各找一组观测点，观测顶底板移近量；距工作面50M范围以内每班对观测点观测一次，距工作面50M范围以外每周对观测点观测一次，并做好记录，注意收集观测数据，当发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时（超过200MM），及时采取措施进行处理。第三节支护设计一、支护形式1、临时支护临时支护为前移式前探梁，采用4根长度36M的型钢支护，一梁两卡，应平行巷道中心线布置，交替迈步前移，并固定牢靠。放炮前应将前探梁移至工作面最前端且距迎头不大于200MM，并褙紧褙牢。放炮后，当顶板暴露时，应立即前移前探梁并上梁封顶，控制顶板。顶板破碎时，要打穿枇护顶，严禁空顶作业。每次移动后，及时用木楔褙紧褙牢并挂好防滑链。架设支架时，先利用前探梁上梁褙顶，然后再栽柱、裱褙两帮。2、临时支护参数前探梁控顶距12M，顶板破碎时缩小控顶距至06M。后端固定处外露长度不少于200MM，前端距迎头不大于200MM。巷道内应存放满足工作面需要的备用前探梁和前探梁卡。附图34回风巷掘进前探梁支护平、剖面示意图33600120050020020020030080012002050500200200360012002200图中所示单位均为MM附图35切眼掘进前探梁支护平、剖面示意图193600120036005002002002003008001200230050020020036001200图中所示单位均为MM二、掘进巷道支护1、11091回风巷采用2424M矿工钢梯形棚支护，支护材料为工钢、塑料网、荆棍、撑杆等材料。（具体支护设计见附件一）附图3611091回风巷及切眼支护断面图150图中所示位均为MM风筒50水管50风管50360202036023电缆巷道中线、10输送机202408012203前探梁24020520240中线20725365725前探梁、8012203、刮板输送机07305电缆风管1水管590150风筒单体柱560、3、0330第四节支护工艺一、施工步骤交接班延长刮板输送机打眼放炮检查瓦斯临时支护出煤架棚清理收工。二、支护工艺（一）工钢棚架棚操作顺序（1）炮后及时移前探梁，并利用前探梁上梁，将中线延伸至架棚位置，中线误差为050MM。（2）按巷道设计梯形棚顶、底宽，用中线分至两侧，找出柱窝位置。（3）挖柱窝至设计深度，清到实底。（4）立柱腿时支撑稳定。（5）将顶梁褙实、褙紧，打紧楔子。（6）架设两帮支架裱褙严实。（二）11091回风巷及切眼掘进支护规格1、11091回风巷采用2424M矿工钢梯形棚支护，柱、梁均采用12或11矿工钢，要分段、集中使用，切眼采用36M型钢梁配合25M单体液压支柱一梁三柱支护，矿工钢梁头应焊接牢固，支架及其构件、配件的材质、规格强度，裱褙和充填材料的材质规格，必须符合设计要求。坡度规、卷尺、线绳等工具必须准备齐全。（1）回风巷巷道上宽2200MM，中线距任何一帮1100MM，巷道下宽3650MM，两帮扎角均为725MM，允许误差050MM，S净599M。切眼巷道上下宽度均为3600MM，中线距任何一帮1800MM，S净828M。（2）回风巷巷高2050MM，切眼巷高2300MM，允许误差3050MM。（3）回风巷施工时，支架和叉子棚柱的打设前倾后仰不能超过1。切眼施工时，支架和叉子棚柱的打设每68向上山方向迎1，根据现场坡度调整迎山角，不准超过设计值1，且不得退山。（4）撑杆撑杆应前后并成一条直线，打平打直，撑杆每棚6根，撑杆直径不小于40MM，梁上两根距梁头200MM，两帮各两根（上部撑杆距顶200MM，下部撑杆距上部撑杆1500MM）。（5）褙板安装回风巷掘进，帮、顶应用塑料网（规格为24001300MM），塑料网搭接为40MM，必须用塑料网带螺旋方向穿扣打结，并扣扣连紧，扣与扣间距不大于100MM；切眼掘进，帮、顶采用金属网（12002000MM），金属网毛边搭接200MM，采用螺旋穿条连接，光边采用网丝串连。荆棍直径不小于30MM，回风巷顶、帮均不得少于7对荆棍，切眼顶不少于10对，帮不少于8对。（6）柱窝深度柱窝深度不小于200MM，柱应栽到实底上。（7）支架梁水平允许误差为40MM（坡度规量度数为2），支架扭距允许误差为50MM。（8）柱梁接口离合、错位允许误差为5MM，梁柱对接口应加木垫。（9）支架间距中中500MM，允许误差为50MM。（10）打叉子棚时必须挂两线（柱头和柱根位置两条线），叉子棚梁采用长度不小于2400MM型钢梁，一梁不少于三柱，单体柱穿柱鞋，单体柱柱头打在支架梁与叉子棚梁交叉处，梁与梁接口处必须加口垫，单体柱手把、注液阀方向一致，并挂好防倒链。（11）若掘进期间矿压显现明显，应及时打设双排叉子棚。双排叉子棚间距1100MM，面朝迎头左帮叉子棚中线距巷道中线650MM，右帮叉子棚中线距巷道中线450MM，允许误差050MM。（12）顶板较好的情况下，允许叉子棚滞后1015M，顶板破碎的情况下，必须及时跟进叉子棚，并保证滞后距离不能超过10M。第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道施工方法采用爆破落煤、人工装运，刮板输送机配合皮带输送机运输。二、施工准备1、由区长负责组织，技术人员对涉及本地点施工的人员贯彻本规程及相关审批意见，经学习签名考试合格后方可下井作业。2、施工前对施工地点压风自救装置及风水管路进行一次全面排查，安全设施使用可靠，安设专用电话通至调度室及区队，保证线路畅通，通话清晰。4、提前将风、水、液压管路引至施工地点后不超过30M处，风压不低于05MPA，准备好各种支护材料和所需工具。5、施工前，必须检查所有机电设备完好，能正常运行，液压泵站乳化液配比浓度23，使用液压泵时，派专人管理。不用时，停泵开关打到零位并上锁。6、施工前，测量部门提前给出中、腰线，严格按中腰线施工，及时延伸标定，紧跟掘进工作面。3、施工方法1、按爆破说明书要求的炮眼位置、个数、装药量执行，爆破出空顶距后，前移前探梁超前护顶，再利用前探梁上梁，将中线延伸至架棚位置，按巷道设计断面，用中线分至两侧，找出柱窝位置，挖柱窝至设计深度，立柱腿、并支撑稳定，先将顶梁褙实，最后将支架两帮裱褙严实。2、采用钻爆法爆破施工，架设矿工钢棚，循环进尺12M；当遇到地质条件发生变化，遇软岩、断层、破碎带、应力集中区等时，缩小循环进尺，控制控顶距为06M。3、掘进施工过程中，由于矿压大，巷道支架变形严重，对变形支架修理前要打好叉子棚、点柱或使用前探梁加固好前后支架，逐棚维修，并保证退路畅通。4、掘进期间若巷道压力大、底鼓等造成巷道高度达不到设计要求时，要及时对巷道进行搬底，保证巷高。第二节凿（岩）煤方式一、掘进方式钻爆法施工。二、煤巷施工，钻爆、装载、运输方式煤巷采用打眼爆破掘进，人工装煤，SGB42040T型刮板输送机配合皮带输送机。三、掘进机械、钻具的名称、型号、数量等。附表41施工设备表第三节爆破作业一、施工前的准备工作首先检查工作面的支护情况，随时敲帮问顶，确认安全后，将中线延至迎头，然后由班组长根据巷道断面规格划出巷道轮廓线，根据炮眼布置图画好眼位。二、起爆方式掘进时连线方式为串联，全断面一次起爆，施工过程中班组长和放炮员可根据煤质及特殊地质条件适当减少炮眼个数及装药量。序号机械、钻具名称型号数量功率KW单位备注1局部通风机FBDYNO50/2552255台备用1台2风煤钻ZQS45/16S2台备用1台3刮板输送机SGB420/40T540部三、钻眼方法采用风煤钻打眼。四、爆破器材发爆器（FD150/200）、三级煤矿许用乳化炸药（32MM200G）、煤矿许用毫秒延期电雷管。五、掏槽方式采用楔形掏槽法。六、装药结构采用正向装药结构，炮眼用水炮泥和粘土炮泥封实。七、爆破图表附图4111091回风巷掘进炮眼布置图17311719721413122191031615424038501509、612218713、415、6、17、89207、10238、941、2、13、414022150、2016805385075098033570785305614、057564014024528026图中所示单位均为MM附表42回风巷掘进爆破参数表炮眼名称炮眼编号炮眼长度/M眼距/M抵抗线炮泥长度/M炮眼角度装药量爆破顺序连线方式水平竖直眼数/个孔装药量KG总装药量/KG左右掏槽眼1、21407512018020408串联掏槽眼3、串联辅助眼5、689串联帮眼71020510040208串联顶眼46串联底眼5364917642串联合计21218附图4211091切眼掘进炮眼布置图36193602401234567824232212019189101121314151617030305068080809030140208、91、47023561、213、415、6171240199、10、85、12、93、201、4、2135、26、1、37、824601201408805018、9、20、1、2、3、2420图中所示单位均为MM附表43切眼掘进爆破参数表炮眼名称炮眼编号炮眼长度/M眼距抵抗线炮泥长度/M炮眼角度装药量爆破顺序连线方式水平竖直眼数/个孔装药量KG总装药量左右掏槽眼1、2401208192048串联掏槽眼3、串联辅助眼5、6串联帮眼716串联顶眼7串联底眼8436串联合计9说明（1）顺巷打眼，正向装药，楔形掏槽，串联连线，全断面一次起爆的爆破方式。14为掏槽眼，采用段毫秒爆破，56为辅助眼，710为帮眼，采用段毫秒爆破。1114为顶眼（切眼掘进1117为顶眼），采用段毫秒爆破，1521为底眼（切眼掘进1824为底眼），采用段毫秒爆破。（2）炮眼采用水炮泥和黄土炮泥封实，封泥长度不得小于05M。工作面有两个或两个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于05M，岩层中的最小抵抗线03M。（3）在操作中必须严格按照爆破说明进行装药、连线，实施毫秒爆破，最后一段延期时间不得超过130MS，顶、底板破矸时，班组长与放炮员结合后可视情况减少装药量。附表44延期时间及段别标识表段别名义延期时间（MS）0255075段别标识灰红灰黄灰蓝灰白附图43装药结构示意图1234506KG123450KG1234504KG1脚线2炮泥3水炮泥4雷管5药卷图中所示单位均为MM附图4411091回风巷掘进连线图1171972141312219103161542018856脚线附图4511091切眼掘进连线图123456782421019891012315617脚线脚线第四节装载与运输一、装渣、运渣设备及安装位置、方式采用人工装载，SGB42040T型刮板输送机运输。二、材料及设备运输物料运输采用矿车运输至2312上风道或一水平南大巷，人工配合绞车运输至11091回风巷施工地点。绞车采用地锚或“四压两戗”固定。附表8装载、运输设备表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离1刮板输送机SGB42040T511091回风巷机头机尾打压柱或地锚200M2回柱绞车JH5111091回风巷地锚或四压两戗50M第五节管线敷设一、在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应根据断面图中规定的位置按要求吊挂牢固、整齐。风管、水管、液压管位于风筒对帮，采用专用吊钩吊挂，间距应小于等于200MM。电话线、监控线、信号线要分开挂设在经纬网上，应吊挂平直。风水管接口应严密，不得出现跑、冒、滴、漏现象，风水管路应随工作面前进及时延长，以备迎头正常供风、供水。风筒应吊挂平直，环环吊挂，不漏风，风筒出风口距迎头不超过8M，材料工具码放整齐，挂牌管理。（一）工作面供水管路选型掘进工作面用水包括冲洗积尘、转载点喷雾及防尘水幕用水等。全部用水量Q1M3/HQ总KQ1051105M/H式中K水量备用系数，取K105管径计算D4QJ/V1/2（400784）/31410050049M49MM式中D管路直径MM；QJ计算流量M3/S；V计算流速，取10M/S。11091回风巷需要直径49MM供水管路，管路承受最大内压力08MPA。结合矿井实际情况选用50MM壁厚为3MM无缝钢管，满足11091回风巷掘进供水要求。（二）供风管路选型我矿在地面安装了三台空气压缩机，一台工作，两台备用，空气压缩机，排气量40M3/MIN排气压力08MPA电动机功率250KW电压6KV，目前压风机站供风量满足矿井设备及人员自救要求。主干管从地面沿副立井铺设，然后沿一水平大巷铺设到井下各工作地点及压风自救点。主管路P11012LQ185/D00086MPA；长度按L1000M考虑支管路P21012LQ185/D00275MPA；长度按L500M考虑则管道压力损失为PIP1P200361MPA出口压力PPPPI010636MPA08MPA，主干管规格为1506，支管为1004，满足要求。附表9管线及电缆敷设表第六节设备与工具附表10设备与工具配备序号设备工具名称型号规格功率KW单位数量备注1局部通风机FBDY50/25511台2备用1台2刮板输送机SGB42040T40部53风煤钻ZQS45/16S台2备用1台4乳化泵BRW80/2037台1序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面方式1风筒500MMM300细钢绳、吊环吊挂沿工作面布置2风管100MMM300专用吊挂钩沿工作面布置3水管50MMM300专用吊挂钩沿工作面布置4液压管25MMM300专用吊挂钩沿工作面布置5电缆线95MMM30电缆钩吊挂沿工作面布置6电缆线50MMM220电缆钩或网片吊挂沿工作面布置7电缆线70MMM30电缆钩或网片吊挂沿工作面布置8电缆线16MMM10电缆钩或网片吊挂沿工作面布置9电缆线4MMM10电缆钩或网片吊挂沿工作面布置10电话线15MMM220电缆钩或网片吊挂沿工作面布置第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离采用局部通风机压入式通风，局部通风机安装在一水平大巷全风压新鲜风流中，严格按照“三专、两闭锁”要求安装通风机，最长供风距离约为400M。二、通风系统新风主、副井一水平大巷局部通风机风筒（11091回风巷）施工地点乏风施工地点11091回风巷老回风平巷风井（具体风量计算见附件二）附图51通风系统图、副井19392045（9258）313560（37654）图例风门风机风筒新鲜风乏风栅栏第二节压风施工地点所用压风由地面压风机房供给，用100MM钢管引至11091回风巷，11091回风巷采用2寸钢管配合高压管供风，主要用于工作面风动工具和压风自救，风压不低于05MPA，压风自救管采用16MM的高压管，压缩空气供给量每人不得少于01M3/MIN。压风系统副井一水平大巷11091回风巷11091回风巷掘进工作地点。压风自救装置安装在掘进巷道内的压缩空气管道上。在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置距掘进地点2540M的巷道内；爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置、双风门以外的警戒地点；必须安设满足当班工作的最多人数使用；在反向风门以里的输送机头等有人固定工作地点附近要安设一组压风自救装置；巷道内每隔50M安设一组压风自救装置，每组58个，以供流动人员使用。压风自救吊挂高度出风口距巷道底板1215M（坐姿）或1720M（站姿）。安装压风自救装置处，必须安装有供水阀门，并保证有水，箱式压风自救箱与箱间距23M，且箱底距底板12M15M，压风自救装置前后5M范围内不能有杂物，下面有水沟时必须加设盖板，严禁放置工具箱、材料和设备，并确保人员到达压风自救场所路线畅通。附图52压风自救系统图、副井19392045（9258）313560（37654）图例风门风机风筒栅栏压风自救装置2540M第三节瓦斯防治11091回风巷及切眼位于原一水平大巷上山煤柱中，且周围均已开采，瓦斯得到充分释放，掘进施工过程中进行区域验证。在巷道掘进过程中，安排专职瓦斯检查员检查巷道的瓦斯检查工作，杜绝瓦斯超限作业。（具体措施见11091回风巷及切眼专项防突设计及措施）第四节综合防尘一、防尘措施1、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路，管路直径50MM，并要直达工作面，防尘管路必须每50M安设一个三通，且要吊挂平直，吊挂间距不超过4M。2、掘进时必须使用湿式打眼；装药时，必须使用水炮泥，装煤时必须洒水灭尘。3、按规定安设两道自动风流净化水幕，第一道距工作面不超过20M，第二道距工作面20M50M，喷雾操作装置要灵活，雾化效果好，并且能够封闭全断面。4、防尘设备应由区队指定专人维护和管理，不准随意拆除。5、放炮前后距工作面30M范围内的巷道周边要进行冲刷，后巷每周冲洗一次。6、刮板输送机要合理利用槽头喷雾装置，根据煤量大小、煤的干湿程度，合理开启喷雾，不使煤尘飞扬，确保防尘效果。7、施工时，施工人员必须佩戴防尘口罩。二、防尘系统一水平大巷11091回风巷11091回风巷施工地点附图53防尘系统图、副井19392045（28）313560（754）图例风门水管水幕20M50M第五节防灭火掘进巷道煤层无自燃发火倾向，防火的重点是防设备机械摩擦着火、电缆和人为火灾。1、在施工过程中要及时清理矿尘，定期冲刷巷道。巷道内经常保持干净整洁，杜绝易燃类物品堆放。2、电缆吊挂在巷道一侧，每天交接班认真检查电缆完好情况，若有隐患，及时处理。3、各部刮板输送机的机械传动和转动部位，必须加装防护罩，定期加油，防止机械摩擦，造成火灾发生。4、在配电点，液压泵站存放不少于02M的细沙，沙袋8个，消防锨、消防桶各两个，灭火器两个（8KG）。5、防火水源来自一水平大巷，分别用50MM铁管和10MM高压管接至迎头。供水系统一水平大巷11091回风巷11091回风巷施工地点水的其它用途巷道内防尘、机头水幕、巷道洒水、冲刷巷帮等。第六节安全监测监控1、安全监控位置（1）甲烷传感器T1安装在距施工地点5M范围内风筒对帮。（2）甲烷传感器T2以及风速传感器V在11091回风巷与外切眼交岔口以里1015M处。（3）甲烷传感器T共在11091回风巷且距外切眼回风侧15M处。（4）在T1、T2、T共三台甲烷传感器前后50M范围内监测不到的机电设备，按照机电设备名称编号并悬挂甲烷传感器。2、断、复电瓦斯浓度及断电范围。（1）甲烷传感器T1报警浓度08，断电浓度08，复电浓度08。（2）甲烷传感器T2报警浓度08，断电浓度08，复电浓度08。（3）甲烷传感器T共报警浓度05，断电浓度05，复电浓度05。（4）T1、T2、T共断电范围为11091回风巷掘进工作面及其回风流中所有非本质安全型电气设备。3、监控设施管理措施（1）甲烷传感器和便携仪应悬挂在规定位置，距顶板不大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，干燥无淋水、支架完好的地段。（3）甲烷传感器只有监控人员有权调校，每班由瓦检员使用光学瓦斯鉴定器对甲烷传感器进行校对，误差超过01时，及时通知监控人员入井校对，并且每7天用标准气样调校一次，日常若有故障，应及时处理。（4）掘进地点巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。（5）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时，方可人工复电。（6）严禁将施工地点T1甲烷传感器放在风筒处直吹。（7）洒水降尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生，防尘水幕距传感器至少15M。（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。4、在距正式风筒末端35M安装风筒风量传感器，并且固定在风筒的斜上方，且能实现风电闭锁功能。附图54安全监控布置示意图T共15MT共、19392045（28）313560（754）图例甲烷传感器电源V1风速传感器风筒传感器开停传感器QG分站FD馈电开关K断电器J2GFDKJT1T25MQ310V附图55安全监控断电示意图T共15MT共断、复电瓦斯浓度及断电范围（1）甲烷传感器T1距掘进迎头5M范围内，风筒对帮，报警浓度08，断电浓度08，复电浓度08。（2）甲烷传感器2在09回风巷与外切眼交岔口以里15M处，报警浓度，断电浓度，复电浓度8。（3）甲烷传感器T共在1回风巷且距外切眼回风侧处，报警浓度05，断电浓度05，复电浓度05。（4）1、2、共断电范围为09回风巷掘进工作面及其回风流中所有非本质安全型电气设备。T20V、19392045（8）313560（74）图例甲烷传感器电源V1风速传感器风筒传感器开停传感器QG分站FD馈电开关K断电器J2GFDKJT15MQ3第七节供电11091回风巷工作面掘进使用4部SGB420/40刮板输送机，2部JH8型回柱绞车，一台BRW80/20乳化泵，刮板输送机和乳化泵电源取自南翼上部变电所3号变，变压器型号为KBSG500/6，变电所开关到该地点总开关的电源采用MY370125/066KV电缆供电，刮板输送机和回柱绞车开关负荷侧采用MY31616/066KV电缆供电。该工作地点使用FBDY50/255风机供风，主风机电源取自南翼上部变电所1号变压器，主风机采用专用变压器、专用线路、专用开关供电，风机采用风电闭锁和自动倒台，保证当正常工作的主风机停止运转后切断生产电总开关。主风机故障停止运转时，能切换到备用风机工作，待故障被排除，恢复到正常工作后生产电方可恢复送电。经校验南翼上部变电所3号变压器及1号变压器容量符合要求。变电所到用电地点总开关及分开关整定满足负荷要求，每种设备所使用的电缆均满足所接负荷要求，馈电开关及电磁启动器灵敏度校验均合格。附图5611091回风巷掘进供电系统图第八节排水该工作面水文地质条件比较简单，主要含水层为煤层底板L8灰岩。根据工作面老空水害评价报告分析，工作面周围没有老空积水；根据周围工作面回采情况，预计该工作面正常涌水量02M3/MIN，最大涌水量为10M3/MIN；根据井下水文观测孔资料推算，掘进工作面L8灰岩水位为60M，工作面最低标高167409M，煤层底板与L8灰岩之间隔水层厚度平均为40M，工作面最大水压为13MPA，最大突水系数为00325，工作面正常掘进时不会发生突水。掘进有水时，在巷道一侧预埋排水管路，用泵排入一水平大巷水沟，流至一水平泵房。排水系统施工地点11091回风巷一水平大巷一水平泵房。附图57排水路线图、副井19392045（8）313560（754）图例风门排水管排水路线第九节运输一、排渣、煤系统采用SGB42040T型刮板输送机运输。掘进出渣、煤路线11091回风巷施工地点11091回风巷11091回风联络巷一水平皮带巷地面。2、运料系统巷道掘进运料采用人力配合矿车运输。运料路线副井一水平大巷11091回风巷11091回风巷施工地点。附图58运输路线图、副井19392045（8）313560（754）图例排渣、煤路线运料路线第十节照明、通讯和信号一、照明掘进工作面全部使用矿灯照明。二、通讯在掘进工作面50M范围内以及风机配电点各安设一部电话，电话能够直接和地面相互联系。三、信号各部刮板输送机安设BZX4型声光信号装置。绞车安装声光信号及行车信号灯。声光启动信号规定一停，二开。附图59通讯线路图、副井19392045（928）313560（37654）图例风门电话人员定位发射器第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织1、严格执行现场交接班制度，采用“三八”工作制，所有特殊工种必须持证上岗。每班进尺20M，平均日进60M。2、特殊岗位工种必须经有煤安资质的培训机构培训，考试合格，取得煤安机构颁发的证书，持证上岗，按章操作。附表61劳动组织表生产班顺序工种一二三出勤定员在册定员备注1掘进工55515202开槽工55515203班长2226104机电维护工2226105运料工333915合破工11137瓦检员11138安监员1113合计3339第二节循环作业为保证正规循环作业的完成，掘进工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，充分利用工作时间，提高工时利用率。附表62循环作业图表工序名称时间（MIN）6012018024030360420480交接班验收10安全检查打眼30装药15放炮30审帮问顶15移前探梁01出煤0安全检查1打眼30装药15放炮30审帮问顶15移前探梁01出煤0整理巷道3架棚架棚接槽60第三节主要技术经济指标附表63主要经济指标表项目单位数量项目单位数量巷道总长度M129工作面定员人51掘进巷道高M205/23直接工效率M/工04巷道坡度3/19装运方式刮板输送机掘进方式炮掘坑木消耗M3/M0001矿工钢梯形棚塑料网消耗（2413）/M72支架形式钢矩形棚金属网消耗（122）/M82循环进度M10撑杆消耗（40500）根/M12日循环数个6荆棍消耗（30800）根/M42/52日进度M6口板消耗量（100100）片/M8第七章安全技术措施第一节一通三防一、通风管理1、该掘进工作面使用2台（255KW）对旋式通风机采用压入式供风。选用型号为500MM的风筒，严禁使用一台局部通风机同时向两个掘进工作面供风。2、局部通风机每班必须由专人负责管理，并严格执行现场交接班制度，且挂牌留名，任何人不得随意停开局部通风机，保证正常运转。3、局部通风机和启动装置，安装在一水平大巷南正前全风压新鲜风流中，距回风口大于10M，该处进风量大于局部通风机的吸风量；吊挂或置于专用的局部通风机架上，距底板的高度不小于03M。局部通风机吸风口附近10M范围内严禁堆放杂物，且必须安设在全风压巷道新鲜风流中。4、必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒出口距工作面不超过8M，风筒接头要严密、无破口、无反接头。接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。在距正式风筒末端35M位置安装风筒风量传感器，并且固定在风筒的斜上方，且能实现风电闭锁功能。5、局部通风机采用“三专、两闭锁”（三专专用变压器、专用开关、专用线路；两闭锁风电闭锁、瓦斯电闭锁）供电；做到双风机、双电源、自动倒台，保证局部通风机可靠运转。局部通风机供风的作业地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待排除故障恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。7、因检修或其它原因需要停电时，停电单位必须提前一个小班提出申请，并经矿生产调度会协调同意后方可按申请规定停其中的一路电源。8、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过08和二氧化碳不超过15，而且只有在局部通风机及其开关附近10M内风流中瓦斯浓度都不超过05，方可由指定人员开启局部通风机恢复正常通风。9、临时停工，不得停风；否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内，并向矿调度室报告。10、瓦斯检查员每天负责监督机电维护工对主、副风机的自动倒台、风电闭锁装置试验一次，有问题及时处理，并在瓦斯检查手册及风机管理牌板上签字。11、工作面必须安设防逆风和自流风装置，并明确责任人进行维护，确保灵活可靠。12、通风区应加强通风系统管理，确保通风系统稳定可靠，必须安排专职瓦斯检查工对掘进工作面容易造成瓦斯积聚的地点经常检查，发现瓦斯积聚，必须采取方法，确保通风良好；并设点每班检查，发现问题必须及时汇报，并采取措施进行处理。二、防治瓦斯1、所有作业人员必须熟悉突出预兆和避灾路线。无声预兆煤层紊乱、煤质变软、煤黯淡无光；煤层厚度变化，工作面压力增大，煤壁开裂外鼓；瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小，打钻时喷钻、卡钻、顶钻。有声预兆煤体内响煤炮、煤岩开裂、掉渣，打钻时喷煤，哨声、风声等，工作面压力增大，支柱折断等。当工作面出现以上预兆时，必须立即停电撤人，关闭正反向风门，并向矿调度室汇报。2、工作面必须有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，回风流中瓦斯浓度达到08或二氧化碳浓度达到15时，瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作，撤出人员，进行处理，并切断超限区域内电气设备电源，将人员撤到安全地点。3、瓦斯检查工要管理好工作面通风设施，并保护好瓦斯牌板。按时检查施工地点及附近的瓦斯浓度，不准空班、漏检、假检，严格执行“三对照”制度（瓦斯检查员手册、记录牌板和瓦斯班报）。瓦斯牌板应悬挂于顶帮完好、无滴水的醒目地点，书写要清晰、准确。4、电机或其开关安设地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到08时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。5、工作面及其回风巷道内体积大于05M的空间内积聚的瓦斯浓度达3到20时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。6、作业期间必须执行“停风超三分闭锁风机”有关规定当开停传感器检测到的局部通风机停止转动，或者风筒的检测开关由于风量不足动作时，如果工作面或回风瓦斯浓度超过30,安全监控分站应能发出闭锁风机信号，禁止启动风机，只有通过密码操作软件或使用专用工具方可人工解锁。7、出现停风情况时，停风区中瓦斯浓度超过08或二氧化碳浓度超过15，最高瓦斯浓度和二氧化碳不超过30时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。瓦斯检查工必须向调度室汇报，撤出停风区回风流中作业人员，切断回风流巷道内的所有非本质安全电气设备电源，且局部通风机及其他开关附近10M范围内风流中瓦斯浓度不超过05时，方可由指定人员开启局部通风机。排放时由瓦检员、班组长控制风量，缓慢安全排放。排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过15，且回风系统内必须停电撤人。只有恢复通风巷道中瓦斯浓度不超过08，二氧化碳不超过15时，方可人工恢复局部通风机供风，巷道内的电气设备的供电。8、停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过30时，生产区队在风门外安排警戒人员，设置栅栏，揭示警标，严禁人员入内，由通风区编制安全排放措施，报矿总工程师批准后按措施规定执行处理。9、工作面班、组长必须携带便携式甲烷检测报警仪，挂在距工作面2M范围内，风筒对帮，距顶板不大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。瓦斯浓度达到08时，停止掘进，撤人采取措施。10、该掘进工作面必须按规定安装压风自救系统，具体规定符合以下要求（1）压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上。（2）距掘进地点2540M的巷道内；爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置、双风门以外的警戒地点；必须安设满足当班工作的最多人数使用；在反向风门以里的输送机头等有人固定工作地点附近要安设一组压风自救装置；巷道内每隔50M安设一组压风自救装置，每组58个，以供流动人员使用。压风自救吊挂高度出风口距巷道底板1215M（坐姿）或1720M（站姿）。（3）平均每人的压缩空气供给量不得少于01M3/MIN，风压不得低于05MPA。11、作业人员严禁穿化纤衣服，必须随身携带隔离式自救器且能正常使用，严禁私自打开自救器，严禁撞击损坏自救器，一经打开不得二次使用。12、该掘进工作面在作业中，避免铁与铁撞击，防止产生火花，严禁使用铁器敲打。13、巷道施工时要加强护帮工作，防止煤壁大面积跨落引起瓦斯超限，对冒顶点，及时采取充填措施，防止有害气体积聚。14、托煤掘进防煤体垮落诱发瓦斯突出专项措施（1）巷道严禁空帮空顶。（2）施工前，由施工班组长对施工地点的顶板、支护进行认真检查。由瓦检员对施工地点瓦斯、二氧化碳浓度进行检查，确认安全后，方可施工。（3）施工期间，顶板破碎，造成空顶时，必须根据现场情况架单排或双排叉子棚加固施工地点后方10M范围内的支架。向前掘进必须打穿批或窝棚护好顶、帮，防止煤体垮落伤人或诱发瓦斯突出。（4）施工过程中，严格执行“敲帮问顶”制度。（5）进入工作地点人员，注意观察突出预兆工作面压力大，煤体开裂、掉渣、底鼓，瓦斯涌出异常、忽大忽小，气温、气味异常，响煤炮声等现象时，必须立即停止作业，撤出人员，切断施工地点及其回风系统一切非本质安全型电源，并汇报调度室。三、防尘管理1、坚持湿式打眼，不能湿式打眼的采取捕尘措施，使用水炮泥，爆破前及装煤过程中洒水降尘。2、在距掘进工作面不超过20M、20M50M应按规定安设好一道能够封闭巷道全断面的水幕装置，在每部槽头运输转载点安设转载喷雾装置，水幕与喷雾装置应灵活、雾化好，刮板输送机运转时水幕正常使用。3、定期冲刷巷道积尘，每周不少于1次，并做好冲刷巷道记录，不得有厚度超过2MM连续长度超过5M的煤尘堆积（用手捏成团，经震动不飞扬不在此限）。4、防尘设施应由区队指定专人维护和管理，不准随意拆除。5、施工中，粉尘大时个人佩戴防尘口罩。6、放炮员在联线后向外敷设母线时开启喷雾装置，放炮后待炮烟散尽后关闭喷雾装置。四、防火管理1、消防管路系统与洒水降尘管路并用，每隔50M设置支管，用阀门控制，且保证正常供水。2、所有电气设备必须定期检修，做到台台完好，严禁带病运转。3、必须使用阻燃的电缆和风筒。4、严禁带电检修、搬迁电气设备。5、不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。6、井下使用的汽油、煤油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，用过后剩余的汽油、煤油必须运回地面，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。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，不得乱放乱扔。7、禁止使用非防爆型仪器仪表。8、任何人员发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报矿调度室。矿调度室在接到井下火灾的报告后，应立即通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作，并通知所有受灾地区工作人员，通知时要说明灾害地点和灾害情况，井下调度人员和在现场的区队长、班组长根据调度室通知路线，将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员利用一切工具、器材进行灭火。9、在抢救人员和灭火过程中，矿值班调度室必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量的变化，同时必须采取防止瓦斯爆炸和人员中毒的安全措施。当瓦斯浓度达到15或一氧化碳浓度达到00024时，必须立即组织现场所有人员使用自救器撤离，由专业人员实施灭火。10、电气设备着火时，应先切断电源，在切断电源