煤矿1033回风下山掘进作业规程

XXXX煤业发展有限责任公司XX东一井1033回风下山掘进作业规程编制人编制单位XX东一井（XX）编制时间XXXX年XX月XX日XXXX煤业公司XX井区技术方案（措施）审批表技术文件名称1033回风下山掘进作业规程主持人地点日期职务签名职务签名编制人生产副矿长安全副矿长机电副矿长参加会审人员总工程师矿长会审意见总工程师意见矿长意见目录第一章概况5第一节概况5第二节编写依据5第二章地面相对位置及地质情况6第一节地面相对位置及临近采区开采情况6第二节煤（岩）层赋存特征6第三节地质构造9第四节水文地质9第三章巷道布置及支护说明11第一节巷道布置11第二节矿压观测11第三节支护设计12第四节支护工艺15第四章施工工艺17第一节施工方法17第二节凿岩方式18第三节爆破作业19第四节装载与运输22第五节管线及轨道敷设22第六节设备及工具配置23第五章生产系统23第一节通风23第二节压风26第三节瓦斯防治26第四节综合防尘28第五节防灭火29第六节安全监控29第七节供电31第八节排水32第九节运输32第十节照明、通讯和信号32第六章劳动组织及主要技术经济指标33第一节劳动组织33第二节循环作业34第三节主要技术经济指标35第七章安全技术措施36第一节“一通三防”36第二节顶板38第三节爆破40第四节防治水45第五节机电48第六节运输51第七节其它55第八章灾害应急措施及避灾路线56第一节灾害应急措施56第二节避灾路线62第九章附则63第一章概况第一节概况一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为XX井区主平硐往下16851635水平，主平硐东面1033工作面回风下山（简称1033东翼回风下山）掘进工作面。二、掘进目的及用途掘进的目的是为3号煤层1033回采工作面的生产运输、回风与行人服务。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度170米，工程量共计170M。掘进方位与坡度掘进方位角230，坡度（延煤层掘进）1923。服务年限与3煤层1033回采工作面同期。四、预计开、竣工时间经矿有关领导决定本掘进工作面计划自XXXX年11月底组织开工，预计XXXX年12月竣工，工期1个月。第二节编写依据一、公司下达的年度计划及井区的年度、月份回收计划二、有关法律法规现行矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿井巷工程质量检验评定标准及井巷工程质量及验收规范、防治煤与瓦斯突出规定、防治水规定等。三、XX公司与XX井区有关安全管理制度和安全技术规范。第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及临近采区开采情况地面相对位置及临近采区开采情况见下表所示。井上下对照关系情况表水平、采区一采区工程名称1033回风下山地面标高18501750井下标高1685M1635M地面相对位置、建筑物、水体及其它1033工作面位于本矿矿区东翼方向，地表为高山，地面无建筑物及河流、水库、水塘、水田等水体，无小煤窑。井下相对位置对掘进巷道的影响1033回风下山在主平硐东侧，其上部为1031工作面采空区，预计有部分积水，掘进巷道可能会受采空区积水影响，巷道掘进有突水危险，掘进过程中要严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则。临近采掘情况对掘进巷道的影响3煤层为该采区的最上部煤层，顶部未受采动影响，其它对本掘进工作面的施工无影响。第二节煤（岩）层赋存特征本矿井3号煤层属于倾斜煤层，煤层倾角1923，平均22，倾向西南230。3号煤层下距6号煤层5176米。1033工作面3号煤层的赋存特征分别见表2、表3。煤系地层综合柱状图地层单位柱状150系统组段煤层号厚度M最小最大一般值岩性描述三叠系下统飞仙关组上段下段435074083下部紫色粉砂质泥岩为主,夹粉砂岩,细砂岩,富含蠕虫状方解石上部粉砂岩细砂岩120138015501467灰绿色粉砂岩为主,局部夹细砂岩,粒度向下变细富含动物化石104652407407绿灰色灰色粉砂质泥岩,含大量动物化石及植物化石碎屑046426205612煤层,结构简单,含夹石05层,一般1层1920198351767418751290018灰色粉砂岩夹粉砂质泥岩,底部富含动物化石夹两层薄煤层煤层,结构简单3生生121535059193上部为灰色粉砂岩,具水平波状层理,含炭化植物化石碎屑中部为深灰色生物灰岩,富含动物化石下部为深灰色粉砂质泥岩含动物化石底部为深灰色生物灰岩,富含动物化石61018635521薄煤层,与生物灰岩共生2401863562656570灰色粉砂岩,具水平波状层理,含植物化石煤层,结构简单,厚度变化大434161393868灰色粉砂岩,细砂岩为主,夹粉砂质泥岩,具波状层理,底部富含动物化石9019836781煤层结构简单含1层夹石,厚度变化小,均在1米左右21094316326101710202上部为灰色粉砂质泥岩,富含动物化石,夹2层薄煤层中下部灰色粉砂岩,细砂岩为主,植物化石底部富含动物化石100143528煤层,结构简单,含12层夹石,厚度变化小均在1525米之间1279124231285254071203828414灰色粉砂岩,细砂岩及粉砂质泥岩,夹层状菱铁矿夹24层薄煤层,中部及底部含动物化石煤层,结构较复杂,含23层夹石,厚度变化大1801980213252灰色粉砂岩,细砂岩为主,夹粉砂质泥岩,含植物化石1303741601382煤层,结构较复杂,含23层夹石,有一层高岭石泥岩,厚度变化大20718392614308灰色粉砂岩,粉砂质泥岩,富含植物化石,局部夹1层薄煤层151070757254562煤层,结构简单,厚度变化大,一般在2米以上,含23层夹石有1层厚01米的高岭石泥岩3541918871549灰色粉砂岩,夹粉砂质泥岩,含植物化石16016253164煤层,结构简单,厚度变化小,在1米左右,含12层夹石172309691653灰色粉砂岩,夹细砂岩,夹层状菱铁矿,富含植物化石178131516848煤层,厚度变化大,一般在2米以上,结构复杂,其中有1层棕褐色高岭石泥岩,俗称红砂糖402341591837灰色细砂岩,夹粉砂岩,局部夹一薄煤,含植物化石181812038571176024539160543811853190119272712煤层,结构复杂,厚度变化大,含23层夹石,煤层可见黄铁矿晶体灰色粉砂岩,夹细砂岩及泥岩,含植物化石煤层,厚度变化大,结构复杂,其中有一层鳞片状高岭石泥岩俗称芝麻饼24158543上部以灰色粉砂岩为主中部以钙质细砂岩为主,具斜层理下部有一组薄煤底部为一标志层,由上部黑色泥岩,中部高岭石泥岩,下部含大量动物化石的菱铁矿组成上段中段二叠系上统龙潭组资料来源贵州省煤田地质局一五九队图121煤系地层柱状图表2煤层特征情况表指标数值备注煤层厚度/M2125米，平均22米。煤层倾角（）1923，平均22煤层硬度/10煤层层理中等发育煤层节理中等发育自然发火情况类绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）01065煤尘爆炸指数有爆炸性地温（C）1517，一般为16瓦斯含量（M3/T）983地压无冲击地压表33号煤层顶底板情况表顶底板岩石类别厚度米伪顶沙岩、粉砂质泥岩001直接顶粉砂质泥岩、泥质粉砂岩1824顶板基本顶粉砂质泥岩、细砂岩2550伪底泥岩0001直接底泥岩、炭质泥岩4247底板基本底泥质粉砂岩、炭质泥岩3541第三节地质构造根据矿井开拓实际揭露资料，该区域为单斜状构造，局部有小断层存在，但断层对采掘活动影响较小。第四节水文地质见表41033工作面水文地质说明书表41033工作面水文地质说明书煤层名称3号水平名称一水平采区名称一采区巷道名称1033回风下山地面标高（M）18501916工作面标高（M）16851635地面概况构造侵蚀山地地貌，中部高南北两端低，飞仙关组地层分布地段地形较陡，煤系地层分布地段地形较缓概况井下位置及四邻采掘情况该巷（面）位于3号煤层16851635水平，上部1685水平往上是1031外上山与总回风平硐联通。设计长度（M）170煤层总厚度165M煤层结构块状、颗粒状为主煤层倾角21煤层情况本矿煤层属中灰、低硫高发热量焦煤，平均煤厚165M。顶底板名称岩石名称厚度（M）顶底板岩性特征直接顶粉砂岩、泥岩20老顶细砂岩255煤层顶板为粉砂岩、泥岩，其上覆老顶细砂岩，为半稳固性岩石，稳固性较好，要防止冒顶。直接底泥岩、粉砂质泥岩45煤层顶底板情况老底粉砂岩3545底板为泥岩、粉砂质泥岩遇水易膨胀。地质构造情况该工作面范围地质构造简单，根据地质资料分析，该面无大断层。该掘进头主要受上部采空区的影响，掘进过程中预计将会有少量积水渗出到施工巷道。施工过程中需长探短掘，掘进过程中清挖好排水沟，并保持畅通，工作面积水必须及时排出。水文地质情况及防治水措施正常涌水量05M/H最大涌水量5M/H瓦斯煤层相对瓦斯涌出量Q相51289M/吨。属高突瓦斯矿井。煤尘爆炸性（爆炸指数）经鉴定，煤层具有爆炸性。煤层自然发火性经鉴定为类。地温1517，一般为16。影响掘进的其它地质或自然因素地压无资料，但井区长期开采揭露一般无冲击地压现象。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置本巷道在16851635水平主平硐东侧沿3号煤层往西南倾斜布置，1033回风下山掘进170米后布置1033工作面水仓。1033运输巷在3号煤层沿着煤层走向布置，方位128，坡度35，设计总长度390M。详见1033工作面巷道布置图。第二节矿压观测一、顶板离层仪1、顶板离层仪的安装（1）在顶板上打一深度为6M，直径28MM的钻孔。（2）使用锚索钻杆分别将离层仪带有6M和2M脚线的两个探头推到孔底，然后把离层仪测读装置竖杆上的小铁片掀起来并将测读装置的竖杆塞入孔中，使测读（横）杆尽可能贴近顶板且平行于顶板平面。（3）把两测读杆孔中的钢丝拉紧，并用螺丝刀旋松脚线上的固定螺丝，调整固定装置的位置使测读杆上的游标内侧位于10MM刻度线上（10MM即为初读数）。（4）为测出顶板暴露后真正的离层量，离层仪安装位置距迎头应不大于5M。（5）开口5M范围内安装一套顶板离层仪和锚杆测力计，要求顶板离层仪两相邻测站的间隔距离为50M。2、顶板离层仪的观测从安装结束之后的10天内，每天观测1次。10天之后，如无明显变化，改为5天观测1次，如果连续三次观测读数之差在1MM以下，观测的时间间隔可延长到30天。离层观测读数填写在现场记录牌板上并将数据存档。二、每隔50M左右设一组测点，每组测点测量腰线上下和中线左右的数据，若巷道发生变化，及时向矿总工程师汇报。在巷道遇断层等地质构造的围岩压力显现区域，要增加测点密度，测点间距为30M，断层两侧各510M设一组测点，每2天测量一次数据，并将数据向相关部门汇报。每旬进行一次巷道观测情况分析，对巷道变化情况进行总结，并提出对巷道支护的建议。第三节支护设计一、巷道设计断面与支护方式1、施工巷道设计断面为梯形采用矩形断面，锚、网锚索支护，锚杆间（排）距为800800MM，锚网规格为10002000MM，网片之间的搭接长度为100MM，锚杆的外露长度为50MM且30MM，锚盘必须紧贴顶帮，锚盘规格为160MM160MM8MM。打设角度必须符合要求。搭设必须牢固可靠。完成支护后，巷道上下净宽为30M，巷道高为1700MM,巷道掘进断面为52M2。（具体见下图）2、施工要求严格按照给定的中线进行施工。支护质量必须达到质量标准要求的相关规定，合格率在85以上。在掘进过程中，遇到地质构造带（断层破碎带、褶曲带、岩溶地带）和煤层时，必须加强支护，加强支护材料为152的锚索每间隔16M补设一排（顶），间距为800MM，与锚杆支护形成“五花眼”（梅花眼）的支护形式。二、支护设计1、临时超前支护临时支护采用采用2根4寸轻轨，用溜链固定在锚杆上，无缝钢管或轻轨上面铺设板条背实顶板，板条厚度不得小于50MM，长度为2000MM，距巷道两端及迎头端面距均不得大于200MM，板条间距不得大于200MM。轻轨长为4M，用溜链固定在三棵锚杆上进行支护，随工作面推进而交替迁移。安装前探梁必须先进行敲帮问顶，去掉活矸松岩，在安装前探梁链环前，必须使吊环牢固及质量可靠，确认安全后，方可安设链环，进行前探支护。使用方法为施工前，首先班组长指定专人监护,站在顶板完好、退路畅通的安全地点用专用敲帮问顶工具进行敲帮问顶工作，包括对正迎头的敲问，确认无安全隐患后方可进入迎头进行架设前探梁工作。（1）支护作业方式的选择掘支顺序作业。支护形式（材料）的选择采用锚、网进行支护。锚杆支护参数的确定、按悬掉理论设计锚杆支护参数A、锚杆长度锚杆长度通常按下式计算LL1L2L3（41）式中，1为锚杆外露长，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般1015M。2为锚杆有效长度。3为锚杆锚固段长度，一般对端锚L30304M。对于L2的确定方法通常按照下列方法进行确定当直接顶需要悬掉而他们的范围易于划定时，L2应大于或等于他们的厚度。当巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于巷道围岩松动破碎区高度HI，HI可按下式确定HI42102LRM根据爆破理论，确定巷道围岩松动破碎区高度取值为15M，该围岩的普式系数为5，代入上式计算得2158M，考虑12的安全系数，锚杆L2的长度确定为189M；为了确保安全，考虑足够的安全富于系数，确定选用20M长的锚杆。B、锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即D3552（43）TQ式中，D为锚杆杆体直径，经过计算为20MM；Q为锚固力，由拉拔试验确定，100KN；T为杆体抗拉强度，315MPA。取锚杆直径为20MM以上。C、锚杆间、排距锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬掉的岩石重量等于锚杆的锚固力。通常锚杆按等距排列。ASCS1A442LKQ式中，SC、S1为锚杆间、排距；K为锚杆安全系数，一般取K152；为岩石体积力。前探梁长度为前探梁支护形式为三梁九钩不大于板皮厚度不小于5CM锚杆前探梁支护示意图根据上述公式，代入相关数据锚杆锚固力（Q）为100KN；杆体抗拉强度T为315MPA；为25KN/M3；K值取2；因此可确定锚杆的间、排距为1000MM，考虑现场的情况，保证足够的安全富余系数，确定锚杆间（排）距（等距排列）采用（A实A理）为800800MM。2、工艺流程图安全检查1打眼、装药、联线、放炮3吹散炮烟5安全检查6检查瓦斯2移设探头、撤出电煤钻等移动设备4安全检查、瓦斯检查7移设前探梁、临时支护9移设探头、电话、安设锚杆钻机等移动设备8点眼、打锚杆眼、挂网、安设锚杆9出货10文明生产13、永久支护巷道设计断面为矩形，上净宽30M，下净宽30M，净高17M，净断面51M。锚、网锚索支护，锚杆间（排）距为800800MM，锚网规格为10002000MM，网片之间的搭接长度为100MM，锚杆的外露长度为50MM且30MM，锚盘必须紧贴顶帮，锚盘规格为160MM160MM8MM。打设角度必须符合要求。搭设必须牢固可靠。完成支护后，巷道宽为30M，。详见上图巷道断面图。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工准备1、施工前，由区队长负责组织，技术人员负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字，成绩合格者方可参加本工程的施工作业。不合格的人员必须补考，补考合格后才能参加本工程的施工作业。2、施工前，技术部门必须提前标定好中线，施工单位必须严格按中线施工。3、准备好施工用工器具、风水管路、供电、支护材料、通风与运输设备设施等。4、安装好矿井“六大系统”等安全设备设施和防尘、防灭火、隔爆与防突设施。二、施工工艺交接班安全检查引中线打眼放炮出煤、矸（敲帮问顶）挂设前探梁出煤、矸刷帮、抠挖腿窝撤除前探梁架设工字钢棚背帮顶、打设撑木接着进行下一循环作业文明卫生。三、施工方法1、巷道施工采用风钻或煤电钻打眼和一次爆破成巷方式掘进。2、采用锚杆、锚网锚索支护，断面规格、支护要求见前。3、工作面循环进尺为15M，每班完成2循环、进尺3米，每天计划三班作业。四、特殊施工方法1、“敲帮问顶”的施工方法严格执行敲帮问顶制度，敲问时要先顶后帮，同时，班组长必须安排专人监护，监护人员要站在敲问人员的侧后方。开工前班组长及安全检查员必须对施工巷道安全情况进行全面检查，敲掉悬矸危岩，确认无危险后，方准工人进入工作面。每个工作人员工作前和工作中必须认真地检查一次工作地点及附近巷道的顶板、两帮及迎头围岩的支护情况，发现顶帮围岩发生裂隙、有片落现象、支护没有达到设计要求等情况时，必须首先敲帮问顶或按设计要求进行支护或改正维修支架，没有处理妥善前，不得进行其它工作。2、“有掘必探、先探后掘”的施工方法采用先探后掘的方式，探水与掘进循环作业的施工次序。施工前，采取“探60M掘30M”的施工方法进行施工。即施工前，使用探水钻实行超前探测前方水情。探眼布置在迎头位置煤层中，施打一组探眼共5个。中间钻孔沿巷道掘进方位角与坡度水平布置；左右帮两个钻孔各距左右帮间距0405米，与巷道掘进方位呈水平外夹角810沿煤层伪倾向施钻；另两个钻孔分别位于中间钻孔与外帮钻孔之间，与巷道掘进方位呈水平外夹角45沿煤层伪倾向施钻；中间钻孔设计深度60米，控制巷道前进方向；周围4个钻孔设计深度61米，控制巷道前进方向及两帮轮廓线外8米范围。见1033运输巷先探后掘探放水专项设计的探放水钻孔设计布置图。施打探眼时，采用直径ZDY750液压探水钻机，备有钻机2台，1台工作，1台备用。施工时，施工人员要站在钻机的两侧进行施打，严禁站在钻机的后方。施打探眼期间要注意观察，如果钻孔内有压力水流涌出等其他异常情况，不要将钻杆拔出，应及时汇报调度室，以便及时采取措施进行处理。3、过地质异常区的施工方法发现地质异常区时，必须及时汇报矿调度室、总工办、安全科等相关管理单位，及时组织人员去现场查看情况，再根据现场情况另行编制补充安全技术措施。第二节凿岩方式一、施工机具的配备（1）ZBKJNO56（215KW）局部通风机2台。（2）MSZ12型煤电钻2台（1台工作，1台备用）。（3）YT29风动凿岩机（1台工作，1台备用）。二、凿岩方式1、巷道开口施工时采用手镐施工，随掘随支，循环进度不大于800MM。2、手镐开口掘进2米后，巷道采用煤电钻打眼放炮掘进。第三节爆破作业一、爆破器材采用二级煤矿许用乳化炸药。IV段毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130毫秒。采用MFB100型矿用安全网路闭锁发爆器。二、炮眼深度根据巷道围岩条件、断面（联络巷）规格、进尺计划及施工技术装备水平等因素，综合分析确定平均炮眼深度1600MM。三、掏槽方式采用楔形掏槽眼中间距600MM，眼底间距200MM，深度比其它炮眼深200MM。四、装药结构炮眼采用正向连续装药，用水炮泥和粘土炮泥封实。五、装药爆破装药前要用压风将炮眼内岩屑冲洗干净，装药人员不超过2人，由班组长和有经验的老工人配合放炮员进行装药，严格按照炮眼布置图及爆破图表装药，装药前要将迎头20M范围内的一切电源切断，班组长安排专人在安全地点警戒，警戒位置距迎头距离不得小于300M，并有掩体或躲避所，放炮地点在1033运输巷外的1620联络巷处。放炮前必须将1620联络巷的防突风门关闭好。装炮时严禁从事其它与装炮无关的工作，每装一个后要将已扭结短路的雷管脚线挽好不得落地（详见放炮警戒图）。在装药前、放炮前瓦检员必须认真检查瓦斯浓度，如果发现瓦斯超限，严禁装药与联线放炮。六、联线装炮完毕后，无关人员撤至安全地点，现场除安监员、瓦检员、班组长外，只留两名有经验的老工人协助放炮员联线，由迎头向外敷设至警戒线外放炮地点。联线后由放炮员对爆破网络进行全电阻测试，最后由放炮员连接母线，准备放炮。七、爆破班长清点人数，确认人员全部撤出无误后下达放炮命令，放炮员再次对爆破网络进行全电阻测试无误后，连接发爆器充电，发出警号后放炮。八、通风爆破后应立即通风吹炮烟，吹烟时间不小于30MIN，待炮烟散尽，由爆破工、班长、瓦检员检查爆破效果，瓦斯员检测瓦斯。确认爆破正常、工作面安全后通知其他人员进入工作面进行下一道工序。附1、爆破布置三视图；2、爆破说明书；3、炮眼装药结构图；4、预期爆破效果。123456789101123145161181920炮眼布置图2、爆破说明书（表41）表413、炮眼装药结构图4、预期爆破效果（表42）眼号名称炮眼深度MM炮眼与水平面夹角炮眼与垂直面夹角装药量（KG/个）装药量（KG）封泥长度MM连线方式爆破顺序14掏槽眼18008000624600串联I57辅助眼160000045135600串联II811周边眼1600000312600串联III1215顶眼16007500312600串联IV1620底眼1600750045225600串联V计84表42预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利用率93每米炸药消耗量公斤/米56每循环进尺米15每循环炮眼长度米320每循环爆破实体煤（岩）层米355每立方米雷管消耗个/米3364炸药消耗量公斤/米384每米巷道雷管消耗个/米1333第四节装载与运输一、装煤及运输方式工作面采用放炮破煤，人工攉煤；1033运输巷使用刮板运输机1031运输巷刮板运输机主平硐皮带运输，另主平硐铺设有一轨道运输系统，通到3层1031运输巷口，用于提升运输井下矸石和下放设备、材料。运煤路线迎头1033运输巷1031运输刮板运输机主平硐皮带地面；运矸路线迎头1033运输巷1031运输刮板运输机主平硐轨道（矿车）地面。二、运输设备地面、主平硐、1033回风下山采用刮板运输机和皮带运输。第五节管线及轨道敷设在施工过程中需敷设电缆、风水管路及风筒，要求吊挂牢固整齐。电缆垂度一致；水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20M范围内使用一寸胶管，20M外使用二吋钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒采用直径为600MM防静电阻燃风筒，风筒要环环吊挂，风筒出风口距迎头不得大于5M。根据设计，1033运输巷不铺设轨道。第六节设备及工具配备设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注1局部通风机ZBKJNO56215KW台2备用1台2刮板输送机150型40KW部13煤电钻MSZ12台2备用1台4激光指向议台15皮带输送机600型部16潜水泵台2备用1台第五章生产系统第一节通风一、通风方式及供风距离掘进工作面通风方式采用压入式通风方式，从局部通风机出风口连接直径为600MM的抗静电阻燃的软质风筒往1033回风下山掘进工作面供风，预计最长供风距离200米。二、装备“双风机、双电源”和“三专两闭锁”设施，装备能自动切换风机与电源供风功能。三、工作面需风量计算1033回风下山掘进工作面实际需要的风量，按瓦斯（二氧化碳）、巷道断面及二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并按其中最大值选取。1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算瓦斯涌出量计算Q100QKM/MIN式中Q工作面瓦斯绝对涌出量，到目前为止所有掘进工作面最大瓦斯涌出量根据矿井开采保护层的瓦斯涌出量统计Q01065M/MINK瓦斯涌出不均衡通风系数，本工作面取1520即Q1000652130M/MIN2、按工作面同时工作最大人数计算Q4N式中N工作面同时工作最大人数，本工作面取12人即Q41248M/MIN3、按最大炸药消耗量计算Q10A108484M/MIN4、按掘进巷道最低风速计算Q15S净式中S净掘进工作面设计净断面积，S净取50MQ155075M/MIN5、风机、风筒规格选型掘进通风选用ZBKJNO56型局部通风机，电机功率为15KW，技术规定风量为145350M/MIN，风筒规格选用直径600MM阻燃风筒。掘进工作面设计风量按200M/MIN进行配风。6、工作面风量验算，煤巷工作面最低风量Q煤15S煤式中15半煤岩巷掘进工作面最低风速验算系数；S煤煤巷掘进断面积，；200M/MIN155075M/MIN，按最高风速验算Q240S则200M/MIN240441056M/MIN，按工作面温度和炸药消耗量验算，见下表炸药量/KG20温度/6以下1622232616以下1622232616以下16222326需要风量/MMIN14050605060806080100表中可知，满足炸药和温度需求按照200M/MIN进行配风，满足掘进工作面对局部通风机风压和风量的要求。四、局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机安设在1031外上山东翼的专用风机巷内的全负压风流中，专用风机巷内构筑一道调节风门，平时用门销固定，处于常闭状态，局部通风机实行“双风机、双电源、自动切换供风”和“三专两闭锁”。2、通风系统工作面进风系统地面主平硐局部通风机1033回风下山迎头。工作面回风系统迎头1033回风下山1031外上山总回风上山总回风平硐地面。附1033回风下山掘进通风系统图第二节压风一、压风系统简述井区在地面建有一座空压机站，安设2台1325KF10型空气压缩机，其中1台运转，1台备用，备用的空压机保证能在10MIN内启动，井下主压风管路采用108钢管铺设至工作面外石门，工作面压风系统支管采用2寸钢管接送到各用风作业地点与各巷道。二、压风线路地面空压机站主平硐1033回风下山迎头。第三节瓦斯防治一、防止瓦斯积存的措施1、加强局部通风管理。掘进工作面必须采用局部通风机通风，局部通风机及附属设施的安装要符合煤矿安全规程的规定，杜绝循环通风和串联通风。2、掘进工作面采用“双风机、双电源和三专两闭锁”，并实现主、备风机自动切换；矿井必须实现“风电”“瓦斯电”闭锁管理制度。局部通风机要保持连续运转，不得随意停开，并有专人负责，实行挂牌管理；安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在全负压进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10M；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合煤矿安全规程第一百零三条的有关规定。必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒采用专人管理维护检查，风筒不得漏风，风筒必须采取措施进行吊挂。正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。掘进工作面不得随意停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全负压进风流处，并切断电源。恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近20M以内风流中的瓦斯浓度都不超过05时，方可由指定人员开启局部通风机。将冒落空洞进行填实，支架两侧及顶板、背板密实。二、严格瓦斯检查制度（1）必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，并遵守下列规定矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全检测工下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪或数字式瓦斯检测报警矿灯。瓦斯检查工必须携带便携式甲烷检测报警仪和光学甲烷检测仪。掘进工作面的瓦斯和二氧化碳浓度检查次数每班至少3次；必须有专人经常检查，并安设甲烷断电仪。瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过本规程有关条文的规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。定期检查一氧化碳浓度、气体温度等的变化情况。三、加强瓦斯抽放管理矿井瓦斯治理应以“一通三防”为基础，坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理方针，着力构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的煤矿瓦斯治理与综合利用工作体系。瓦斯抽放另报安全技术措施。4、加强煤与瓦斯突出的监测与防治工作1、根据矿井实际情况，做好以开采解放层为主的区域防突措施和区域验证工作。2、加强工作面的监测管理，做好“四位一体”的局部综合防突措施。3、具体防治煤与瓦斯突出措施详见1033运输巷掘进工作面专项防突设计及措施。第四节综合防尘一、供水系统简述供水系统为地面200M静压水池回风平硐回风下山1033回风下山迎头。二、防尘措施1、巷道掘进时，供水管路每隔50M留设支管及阀门，定期冲刷巷帮。2、掘进工作面距迎头不大于10M、及50M，各设一道降尘水幕。3、钻眼时采取湿式钻眼。4、迎头爆破降尘采用爆破自动水幕实现自动喷雾降尘。5、使用好水炮泥。6、作业人员佩戴好劳动保护用品，搞好个体防尘。7、要保证各种防尘设施齐全、好用、雾化好，设施固定牢固，三通阀门要保证好用，不漏水。第五节防灭火1、掘进时，采用煤电钻打眼，爆破喷雾降尘，使用阻燃风筒、阻燃橡套电缆，搞好文明施工；2、擦拭设备的油污棉纱集中收放在矸石车内埋在矸石下，随矸石矿车运出井外；施工现场禁止存放易燃物品。3、工作面防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆和人为火灾。根据火灾发生的原因采取不同的灭火方式。4、在迎头外100M范围内合适地点备用砂子、灭火器和水管等消防材料与器具，在机电设备与开关处备用砂子、灭火器等消防材料与器具备用灭火。5、若发生火灾，应首先切断火区的电源（除风机电源外、），立即汇报跟班矿长，并及时向调度室汇报，在跟班人员或有经验的老工人带领下组织灭火；调度室以便组织力量进行处理。若火势无法控制时，应组织人员按避灾路线进行撤离。第六节安全监控一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、矿领导、队长、技术人员、流动电钳工及其他安全管理人员下井时携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象（瓦斯报警点为10）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。3、当班的班组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掘进工作面后风筒对侧，在距迎头不超过5M范围，距帮不小于200MM，距顶板不大于300MM。当报警时，停止工作，汇报跟班领导，查明原因，进行处理；无法立即处理时，立即切断电源，将人员撤出至全风压通风的安全地点，拉绳警戒，禁止与排除瓦斯无关的人员进入瓦斯超标的巷道内；并将现场情况汇报给调度室、通防科和井区领导，采取相应措施，进行处理；未处理妥善前，不得进行其他工作。4、机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20M范围内检查瓦斯浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、安全监测系统及管理执行如下规定1、井下分站应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300MM。本掘进工作面设计安装二个甲烷传感器T1和T2。2、安装安全监控设备时应提供供电电源，并负责接入。安全监控电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接入被控开关负荷侧。3、安装断电控制时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线。断电控制器于被控开关之间必须正确接线，具体方法由主要技术负责人审定。4、迎头甲烷传感器T1悬挂在掘进工作面风筒对侧距迎头5M范围以内，距帮不小于200MM，距顶不大于300MM。甲烷传感器T1报警点甲烷浓度08（CH4,断电点甲烷浓度15（CH4，复电点甲烷浓度08（CH4；甲烷传感器T2安装在工作面回风流与全负压新鲜风流汇合处前10米处，其报警点甲烷浓度08（CH4,断电点甲烷浓度15（CH4，复电点甲烷浓度08（CH4。甲烷传感器T1和T2控制的断电范围为1033运输巷掘进工作面巷道内及回风流中的一切非本质安全型电器设备（如刮板运输机、皮带机、煤电钻、探放水钻等）。5、由监控中心安装好安全监控设备，达标后交给区队管理。井下使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由所在区域的区队长、班组长负责使用和管理。6、随着掘进距离的延长，及时安排人员提前到监控中心领取监控电缆（200M以上/根），双方在记录台帐上签字；区队维修工负责井下延伸冷补工作，安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电线和动力电缆等共用。7、每七天必须到监控中心领取标校好的甲烷传感器进行更换，每七天配合监控中心对甲烷超限闭锁功能进行测试。8、管理人员、班组长、维修人员等必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷报警仪与甲烷传感器进行对照，读数误差大于允许误差时（01），应立即通知监控中心进行处理。9、发现井下监控设备出现故障或监控设备工作异常时，要及时汇报调度室，并立即通知现场维修工检查监控设备、电缆是否损坏，发现问题先行进行处理。10、使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁，传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。11、传感器在爆破前应移到安全位置，爆破后应及时恢复到正确位置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由班组长按规定移动，严禁擅自停用。12、与安全监控设备关联的电气设备、电源线和控制线在改线或拆除时，必须与安全监控管理部门共同处理。检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，必须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。13、当发现甲烷传感器报警时，将现场情况汇报调度室，停止一切工作，立即切断电源，将人员撤出至全风压通风的安全地点，拉绳警戒，禁止与排除瓦斯无关的人员进入瓦斯超限的巷道内，按照瓦斯超限应急预案，采取相应措施进行处理，未处理完毕前，不得进行其它工作，险情排除后接到调度室通知方可施工。第七节供电XX井区电源来自淤泥乡变电所的10KV电压，经矿配电室变为660V和380V电压分别用95MM和70MM电缆输送到井下机电硐室配电开关，然后分别配送至各采掘工作面。本处掘进工作面的电源来自1620运输石门配电开关，供风机、皮带机、刮板机和迎头煤电钻使用。电缆要吊挂整齐，电缆钩每15M一个，电缆的垂度符合掘进安全质量标准化的要求。第八节排水施工中巷道坡度为1921并要有水沟，如工作面有水时，用潜水泵排到主平硐后自动流出，确保迎头正常排水。排水路线工作面1033回风下山主平硐地面。第九节运输一、运输系统工作面采用放炮破煤，人工攉煤，1033运输巷使用刮板运输机和皮带运输，1620运输石门、13皮带运输上山及主平硐用皮带运输机运输，另主平硐安装有一套轨道运输系统至15轨道下山，可用于工作面运输矸石和设备、物料。二、运输路线运煤路线迎头1033回风下山3联络巷皮带主平硐皮带地面；运矸路线迎头1033回风下山主平硐轨道（矿车）地面。3、运材料、设备路线地面主平硐1033回风下山迎头或使用地点；第十节照明、通讯和信号一、照明井下作业人员均采用矿灯自行照明。二、通讯本工作面安设有电话分机，能够直接和井下所有电话分机、井上所有矿区内部电话分机相互直接联系。工作面电话必须按掘进进度及时前移，安装位置距迎头距离不得超过50M。安装地点必须顶板完好，无淋水的开阔处。三、信号井下运输系统使用皮带机、刮板运输机，其两端都要有打点器、电铃、信号灯，要求信号装置必须灵敏可靠。第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织巷道施工采用“三八”制组织生产，循环进尺15M，每班完成两循环，完成进尺30米。1033回风下山掘进工作面劳动组织图表班次（出勤人数序号工种在册人数早班中班夜班合计1队长311132班长311133打眼工622264放炮员311135迎头辅助工322266验收员1（兼职）1兼职）1（兼职）07机修工311138运料工1（兼职）1（兼职）1（兼职）09合计2488824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。附工作面正规循环作业图表第三节主要技术经济指标序号名称单位数量序号名称单位数量1工作面个数个115每循环炸药消耗KG842巷道长度M17016每循环雷管消耗个203巷道面积M5117每日炸药消耗KG5044在册人数人3018每日雷管消耗个605出勤人数人2419每工炸药消耗KG286出勤率8020每工雷管消耗个337循环进尺M1521每米工字钢消耗M8循环产量T12222每米锚杆消耗个6259每班循环进尺M3023工期月110每班循环产量T24424共用工数个60011每日循环进尺M9025炸药消耗总量KG95212每日循环产量T73226雷管消耗总量个226013个人工效M03327工字钢消耗总数M14每工产量T06428锚杆消耗总量M1063第七章安全技术措施第一节“一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有专（兼）职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和和其它机械设备不得磨擦挤压风筒，迎头前容易被放炮损坏的风筒要及时修补和更换，以保证迎头有足够的风量。要求风筒漏风率不超过3。3、工作面不得无故停风，因检修、停电等原因停风时，必须切断电源撤出人员。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近20M内风流中的瓦斯浓度都不超过05时，方可人工开启局部通风机。4、局部通风机必须使用“双风机、双电源”（且能自动切换）和“三专两闭锁”及使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。5、局部通风机因故停止运转，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和最高二氧化碳浓度不超过15，且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。二、防尘管理1、打钻必须采用湿式打眼和佩带防尘口罩，装药时必须使用水炮泥装炮。2、距工作面50M范围内设一道能封闭全断面的净化水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放完炮并等炮烟散净后关闭喷雾。3、掘进迎头的回风口混合风流处20M内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。4、巷道必须经常冲尘，无粉尘积聚现象。5、防尘管路必须接至迎头，以便及时洒水降尘。6、运输机转载处必须按规定设置喷雾降尘装置。三、防火管理1、根据XXXX煤业管理有限责任公司XX井区开采设计提供的3煤层挥发份2257，自然发火倾向分类经鉴定为类，为不易自燃煤层。防治煤层自然发火应遵循“预防为主、综合治理”的原则，由矿长和总工程师负责组织制定防治煤层自然发火的长远规划和年度计划。防治煤层自然发火计划的材料、设备等费用列入矿井安全费用，财务部门负责资金落实，供应部门负责按计划采购，并组织落实。2、地面回风井处建有200M消防水池用于井下消防用水，主、风井为4吋主管路，2吋分管路通到各工作面迎头。3、井下建有消防材料库，消防材料库存放材料必须严格按防灭火设计规范要求种类进行配备，并定期补充、更换消防材料，防止长时间放置造成失效。各主要机电设备硐室处配置防灭火器具和消防沙等消防工具、材料，用于消防灭火。4、任何人发现井下发生火灾，应根据现场通风瓦斯情况，立即采取一切尽可能的措施进行灭火、控制火势，尽快通知现场人员撤离，并向矿调度汇报，矿调度室立即按XX井区事故应急救援预案组织抢险救灾，抢救灾区人员。5、工作面作业要求必须见巷道实帮实底。工作面的浮煤清理干净，提高巷道的支护质量，加强巷道的管理与维修，减少冒顶和片帮。控制矿山压力、减少煤柱破裂。6、井下电器设备要杜绝失爆现象，电器设备、缆线按规定使用，不准因电器设备，缆线的使用不合格，发生爆炸、发热燃烧等现象，电器设备检修，移动不准带电操作。7、井下放炮要杜绝明火、明接头，炮眼深度、封泥长度要符合煤矿安全规程规定。员工不准携带烟火下井，不准穿化纤衣服下井，不准在井下敲砸修理矿灯。8、加强矿井通风，不准因巷道内风量不足，造成巷道内温度升高。9、工作地点严禁一氧化碳超限作业，当一氧化碳浓度超过24PPM时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。如发现自然发火征兆（巷道温度、湿度增高、出现雾气、煤壁挂汗、有煤油味、汽油味等）、自然发火隐患或出现高温点煤体氧化、温度上升至35以上都必须立即停止工作，采取措施进行处理。10、当井下出现上述发火征兆时，立即停止作业，撤出工作面及回风巷、回风石门所有人员，汇报调度室，启动XX井区井下防灭火预案进行灭火。四、防瓦斯管理1、严格执行瓦斯检查制度，每班必须有一名专职瓦斯检查员进行瓦斯检查工作，及时了解工作面有害气体状况，并将检查结果在瓦斯管理牌板上认真填写；爆破作业要做到“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外回风流侧5M处的地点。2、爆破地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到1时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于05M的空间内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20M内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。3、严格执行炮眼布置、装药量、炮眼装填的规定。4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查。5、掘进头供电要使用风电闭锁及瓦斯断电闭锁装置。第二节顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10M内的支护，在爆破前必须检查、加固。2、掘进中，施工人员应严格执行敲帮问顶制度，特别是在打眼、架棚过程中应清除危岩、排除隐患。3、工作面必须配备手镐、撬棍（22MM风钻钎子制作，长12M，一端为扁铲，一端为尖）和长杆（19MM钢管制作，长为22M）作为找顶专用工具。找顶工作必须遵守下列规定找顶工作应由2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在顶板支护完好的安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止矸石顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂活矸或岩石离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、支护等情况，加固支护后方可进行敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行支护。5、严禁空帮、空顶作业，棚子必须紧跟迎头。架设棚子时必须多人配合作业，架设的棚子必须做好严密的背帮护顶，做好“稳、正、齐、靠、牢”；棚子架设完毕后，必须在前后两副棚子间打上撑筒，要求每两根柱子间、顶梁间各打两个撑筒。6、在顶板破碎、压力大或地