回风巷作业规程

1、金能公司贝勒煤矿掘进工作面作 业 规 程编号：采 JN / BL2012年5号规 程 名 称：1603回风巷作业规程 编 制 人： 施 工负责人： 生产 副矿长： 总 工 程 师：批准日期：2012年 月 日执行日期：2012年 月 日目 录第一章 概 况- 3 -第一节 概 述- 3 -第二节 编写依据- 3 -第二章 地面相对位置及地质情况- 4 -第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况- 4 -第二节 煤（岩）层赋存特征- 4 -第三节 地质构造- 6 -第四节 水文地质- 6 -第三章 巷道布置及支护说明- 7 -第一节 巷道布置- 7 -第二节 矿压观测- 7 -第三节 支护设计-

2、8 -第四节 支护工艺- 9 -第四章 施工工艺- 13 -第一节 施工方法- 13 -第二节 凿岩方法- 13 -第三节 爆破作业- 13 -第四节 装载运输- 15 -第五节 管线敷设- 16 -第六节 设备及工具配备- 16 -第五章 生产系统- 17 -第一节 通 风- 17 -第二节 压 风- 19 -第三节 瓦斯防治- 19 -第四节 综合防尘- 20 -第五节 防灭火- 20 -第六节 安全监控- 20 -第七节 供 电- 21 -第八节 排 水- 21 -第九节 照明、通信和信号- 21 -第六章 劳动组织及主要技术经济指标- 23 -第一节 劳动组织- 23 -第二节 作业循

3、环- 23 -第三节 主要技术经济指标- 23 -第七章 安全技术措施- 25 -第一节 一通三防- 25 -第二节 顶 板- 27 -第三节 爆 破- 28 -第四节 防治水- 31 -第五节 机 电- 31 -第四节 运 输- 32 -第七节 其 它- 32 -第八章 灾害应急措施及避灾路线- 35 -第一节 灾害应急- 35 -第二节 避灾路线- 36 -第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称：1603回风巷，为1603采面的运输、行人、通风，该巷位于井田西翼，布置在M6煤层中，沿M6煤层定向掘进。二、工程量：巷道设计工程量总长670米。第二节 编写依据一、巷道工程设计及批准时间160

4、3回风巷设计图于2012年4月生产技术科设计，矿总工程师于2012年4月21日审批。二、地质说明书及批准时间矿技术科于2012年4月编制，矿总工程师于2012年4月21日审批。第二章 地面相对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本巷道地理位置： 1603回风巷位于井田西翼，该巷道以东和下部无采掘活动，以西为边界隔离煤柱，该工程上覆M5煤层的1501采面已回采完毕，此巷道位于1501工作面保护范围内。该巷掘进时在1501采空区下通过,1501与1603层间距为14-18米。该巷标高+14801485m，相应地表标高+1575+1850m，埋深136m355m，地表无重要建筑物和民

5、房，对应地表为陡坡山地。1603回风巷在距原1601运输巷247m处开门，开口中心坐标为：X=2943753.117m，Y=35526556.46m，Z=1498.23m，巷道形状分为2段，一段开门后以19的坡度进行掘进，掘进方位为2485944；斜巷段掘进34米后变平，平巷段方位为：2765647，沿M6煤层定向掘进。 井上下对照关系表 表1水平名称1490采区名称1603回风巷地面标高（m）1575-1850井下标高（m） 1480-1485地面的相对位置陡坡、山地井下相对位置对掘进巷道的影响该巷上部为1501采空区，下部无采掘活动，北面为原1601运输巷老巷，1603回风巷变平后533m

6、处巷道与1601运输老巷仅5.5m，有打穿该巷受瓦斯威胁的危险。1603与1501层间距为14-18米，在掘进时无较大影响。邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响该巷上部为1501采空区，下部无采掘活动，1603与1501层间距为14-18米，在掘进时无较大影响。第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析该工程施工煤层为M6煤层，煤层产状变化疏缓，走向110120倾向200210，倾角为2532，厚度1.752.2m，结构简单、层里明显、节理发育，在掘进期间无断层影响，无揭露煤层，顶（底）板岩性均以细砂岩和粉砂岩为主，局部夹泥岩。二

7、、与瓦斯突煤出危险性情况 根据防治煤与瓦斯突出规定，瓦斯压力达到或超过0.74Mpa，原始煤体瓦斯含量达到或超过8m3/t时，按照金元集团公司的管理，瓦斯压力达到或超过0.70Mpa，原始瓦斯含量超过6m3/t时，该煤层为突出煤层。根据136地质队提供的地质报告，该工作面所属M6煤层瓦斯含量为12.15m3/t，瓦斯压力1.15MPa。M6煤层在1500m水平以上无突出危险性，但是1603回风巷已超出该水平，瓦斯含量大于6m3/t，瓦斯压力大于0.70 Mpa，但此工作面上覆M5煤层的1503工作面已回采完毕，对1603回风巷120m780m范围已形成保护，此段待具备条件后进行保护效果评价，除

8、此之外的其它段未受保护，鉴于此原因，1603回风巷0m120m，650m718m范围按突出危险工作面进行管理，120m780m范围暂按突出危险工作面进行管理。该工作面所属煤层特征及顶底板岩性见表2、表3。 煤层特征表 表2指 标参 数备 注煤层厚度（最小最大/平均）（m）0.8-3.52/1.9煤层倾角（最小最大/平均）（）25-32/28.5煤层硬度（f）1.5煤层层理（发育程度）发育煤层节理（发育程度）较发育自然发火期（d）不易自燃发火绝对瓦斯涌出量（m/min）2.44煤尘爆炸指数（%）无爆炸性地温（）正常温度 煤层顶底板情况表 表3顶底板名称岩层名称硬度（f）厚度(m)岩性特征顶板老顶

9、深灰色粉砂泥岩614.23直接顶粘土岩40.20伪顶底板直接底粘土岩60.20老底灰色粉砂泥质岩0.744m。（三）锚索支护锚索规格为15.24mm钢绞线，L6300mm，每根使用ZS2335型树脂锚固剂4支端头锚固，锚索沿巷道顶板中心布置一棵，间距为2米，巷道上帮从底板往上1.6米的位置布置一颗，间距为5米，如顶板变化，根据变化情况进行加强支护。第四节 支护工艺一、支护工艺及要求（一）锚杆支护工艺及要求 1.锚杆支护工艺见工艺流程图(附图：1603回风巷工艺流程图)。 2.安装顶锚杆采用锚杆机施工巷顶中间的锚杆眼。 3.向锚杆眼内装入2支药卷，用锚杆穿过锚网中间孔，再把锚杆装在锚杆机上（用锚

10、杆锤将钻机与安装托盘、螺母的锚杆连接），用锚杆机将锚网顶到顶板上，边推边旋转搅拌，至锚杆接触孔底停止推进，继续旋转扭紧螺母使托盘和锚网紧贴岩面。停机待树脂药卷凝固后，回撤锚杆机。 4.然后按锚杆间排距逐个施工锚杆眼。 5.所有锚杆安装托盘、螺母等待10分钟后采用1m长的加力扳手拧紧锚杆螺帽将扭矩增加至150Nm以上。 6.支护时，打好一根锚杆孔就必须装好一个孔的药卷、锚固好一根锚杆。 7.若出现眼口破碎或塌孔时，必须重新打眼，保证钻孔状况良好，便于安装。 8.打锚杆挂网期间，必须随时敲帮问顶，保证施工安全。 9.挂网时，其他人员退出布网区，防止网边角伤人。 10.锚杆必须按设计角度打设，并打设

11、到位。 11.注不到位的锚杆，当班锯掉，并重新补打。 12.放炮掘进时顶锚杆必须紧跟迎头，帮锚杆滞后迎头的距离不得大于2m。围岩破碎时必须紧跟迎头。（二）锚索支护工艺及要求1.准备工作打眼上药卷安装锚索，上托盘及锚具用千斤顶预紧锚索。2.接、解钻杆时必须在钻机停止的情况下进行。3.张拉锚索时，千斤顶应与锚索保持同一直线。4.安装锚索用锚杆机配合组合钎杆施工锚索眼。5.将4支SMk2335树脂药卷注入锚索眼内并采用锚索抵入眼底，再把搅拌驱动器装在锚杆机上，用搅拌驱动器搅拌锚索30秒以上。6.停机保持推力3分钟后，再施工另一个孔。7.10分钟后，上好托盘和锚具，启动张拉千斤顶使其预紧力达到20MP

12、a以上。8.支护时，打好一个锚索孔就必须装好一个孔的药卷、锚固好一根锚索。9.若出现眼口破碎或塌孔时，必须重新打眼，保证钻孔状况良好，便于安装。10.打锚杆挂网期间，必须随时敲帮问顶，保证施工安全。11.挂网时，其他人员退出布网区，防止网边角伤人。12.锚索必须按设计角度打设，并打设到位。注不到位的锚索，当班锯掉，并重新补打。13.放炮掘进时顶锚杆必须紧跟迎头，帮锚杆滞后迎头的距离不得大于2m；围岩破碎时必须紧跟迎头。（三）临时支护工艺及要求 1.临时支护形式： （1）巷道临时支护使用2组，利用锚杆外露丝作为固定支点，套环使用厚10mm、宽130mm、长220mm的钢板加工成直角板，在垂直顶板

13、的一面上加工一个22mm的螺丝眼，用于固定在锚杆上，另一面加工一个梯形孔，梯形孔略大于18kg/m的轨道，使用时将加工好的套环固定在锚杆上，用4m长18kg/m的轨道穿入吊环内，每根轨道使用2个吊环，轨道使用方向与巷道方向相同，轨道上方用钢筋网铺在上面，钢筋网采用6.5mm钢筋焊接而成，规格为1000mm2000mm，网孔规格为5050mm，施工时根据现场需要将网分成大小适当的网片。 2.临时支护工艺、工序及要求： （1）爆破后（或够施工一排锚杆后），安排专人站在正式支护下，用长把工具进行敲帮问顶，找净险矸活石，确保无问题后人员站在永久锚杆支护下，挂联顶网。顶网联好后，在紧靠迎头的两排锚杆上上

14、好吊环，施工人员及时将前探梁前移，并在前探梁放置大小适当的钢筋网片进行维护。穿前探梁时必须有人监护顶板和左帮，顶板维护好后，组织人员出矸石，出完矸石后由外向里进行支护。 （2）上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥，2人移吊环，2人前移前探梁。 （3）前探梁要窜到迎头，吊环要用木楔与轨道背紧。 （4）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打带帽点柱后方可继续施工。 （5）打顶部锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可先打其它锚杆，退出前探梁后在打剩余锚杆，必须所有顶部锚杆全部打完后在打帮部锚杆。 （6

15、）当顶板严重不平无法使用前探梁时，可使用2组点柱配合木板梁扶走向棚子进行支护，一梁二柱。（四）PZ -VII型喷射机型喷浆工艺 1.该喷浆机采用，输料管采用50mm钢管。选用42.5普通硅酸盐泥，中粗沙，5-10mm连续立即碎石，速凝剂掺量为水泥用量的5%，配合比水：水泥：砂子：速凝剂=0.5:1:4:0.05，喷射厚度100mm.喷射的施工要点： （1）喷射作业施工准备工作做好后，严格掌握规定的速凝剂掺量，并均匀添加，喷射后应严格控制水灰比，使喷层表面平整光滑，无干斑或滑移流淌现象。 （2）喷射应分段、分部、分块、先墙后拱、自下而上地进行喷射，喷嘴需对受喷岩面作均匀的顺时针方向的螺旋转动，一

16、圈连一圈的横向移动，螺旋直径约为20-30cm,以使混凝土喷射密实。 （3）为保喷射砼质量，减少回弹量和降低粉尘，作业时还应注意以下事项：喷射时应分段，长度不超过6m，分部为先下后上，分块大小2m2m,并严格按先墙后拱，先下后上的顺序进行喷射，减少混凝土因重力作用而引起滑动或脱落现象的发生。掌握好喷嘴与受喷岩面的距离和角度：喷嘴至岩面的距离为0.81.2m，过或过小都会增加回弹量，喷嘴与受喷面垂直，并稍微偏向刚喷射的部位（倾斜角不宜大于1度），则回弹池小，喷射效果和质量最佳，岩面凹陷出应先喷和多喷，而凸出处应后喷和少喷。 （4）一次喷射厚度，喷射作业应分层进行。一次喷射太厚，在重力的作用下，喷

17、层会出现错裂而引起塌落，哟次喷射太薄，大部分粗骨料会回弹，使受喷面上仅留下砂浆，势必影响效果及工程质量。一般情况下，一次喷射边墙为5cm7cm，拱部不应超过3cm4cm（不掺速凝剂）。当掺入速凝剂后，边墙不应超过8cm，拱部不应超过6cm，分层喷射厚度一般为粗骨料最大粒径的两倍。 （5）喷射的砼养护，喷射砼应在其终凝1h2h后进行洒水养护，养护时间不应少于7天。第四章 施工工艺 第一节 施工方法1.采用ZPY-7655风钻打眼，爆破落煤（矸），全断面爆破一次成巷。2.运输采用人工攉矸到溜子到皮带。 3.顶板支护采用MQT120型号锚杆钻机打眼，安装螺纹钢树脂锚杆；掘进施工工艺流程：安全检查打眼

18、检查瓦斯装药检查瓦斯撤人警戒放炮检查瓦斯（撤警戒后）敲帮问顶临时支护出货永久支护成巷。 第二节 凿岩方法一、工作面打眼：采用两部7655型风动凿岩机进行打眼，两台或多台钻打眼时，应根据巷道炮眼布置情况，划分打眼界限，严禁交错打眼。其工艺流程为：安全检查敲帮问顶超前支护打眼冲洗炮眼检查瓦斯装药检查瓦斯撤人警戒撤出工具放炮检查瓦斯（撤出警戒）敲帮问顶临时支护出矸巷道成形永久支护成巷。二、顶板锚杆（锚索）眼顶锚杆采用MQT型风动锚杆钻机打眼。第三节 爆破作业一、爆破条件本巷性质为半煤岩巷，巷道掘进断面10.84 。采用压入式局部通风机通风，本煤层原瓦斯含量12.15 m/t，绝对瓦斯涌出量2.44m

19、/min，掏槽方式采用楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm，只有瓦斯浓度低于0.8%时才允许爆破。二、爆破器材爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为32mm200mm,重200g；雷管选用15段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms；选用MFB-200电容式发爆器。三、装药结构采用正向连续柱状装药，装药时要小心用炮棍送到底眼，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用水套，以免受潮拒爆。装完药后装入12节水泡泥，然后装填炮泥并捣实，封泥长度不少于0.5米。附图：炮眼装填结构示意图四、起爆方式掘进起爆方式采用大串联全断面一次起爆。爆破工艺流程：做引药检查瓦斯装

20、药封泥检查瓦斯警戒爆破爆破后检查瓦斯。五、炮眼布置图及爆破说明书（1）炮眼数量和装药量的确定:根据下列公式可算出一次爆破所需总炸药量:Q=qsln式中q-单位炸药消耗量 q=0.82Kg/ m S-巷道掘进断面积10.84 L-炮眼深度,m, 取1.5m n-炮眼利用率,取0.85根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目: N=qsmn/(xp) 式中N-炮眼数目 s-巷道断面积 m-每个药圈长度,取0.2m x-炮眼装药系数,取0.5 p-每个药圈重量,取0.2kg根据以上两公式计算出所需炸药量和炮眼个数分别为: Q= 0.8210.841.50.85=11.33(Kg) N=2.110.840

21、.20.85(0.50.2)=39（个） 爆 破 条 件 表 表5名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面积10.84每循环实体煤（岩）体积m17.344巷道净面积10.22每循环松散煤（岩）体积m20.81乳化炸药Kg16.8每循环雷管消耗个39毫秒延期电雷管个39每循环炸药消耗kg16.8循环进尺1.6岩石硬度系数（f）F46炮眼利用率90绝对瓦斯涌出量m/min2.44 爆 破 说 明 表6炮眼名称炮眼编号眼深（m）眼距（m）炮眼角度（。）装药量封泥长度（m）爆破顺序联线方式装药结构水 平竖 直眼数（个）单孔装药量（条）小计（条）掏槽眼1-61.50063181串联辅助眼7-191.3001

22、32262周边眼20-381.300192383底眼3910010.50.53合计003982.5 附图：炮眼布置图及爆破说明书第四节 装载运输一、装载、运输机械设备的名称、型号人工倒攉，采用SGB420/420刮板输送机， DSJ650/20/140皮带输送机。二、安装位置、固定方式、安全设施的安设方式1.迎头工作面安装420T刮板输送机一部， 1603回风巷安装650皮带输送机一部。2.所安装的皮带输送机、刮板输送机均采用在机头、机尾打木点柱的方式固定。3.在施工前或施工过程中所安装的皮带输送机、刮板输送机机头、机尾必须打木点柱固定。4.在施工过程中延伸皮带输送机、刮板输送机时，延伸好后必

23、须恢复机头、机尾的木点柱。5.皮带输送机、刮板输送机经过的路口必须安设过桥。三、装载与运输岩（煤）方式，运输距离约为500m1.掘进煤（矸）石采用人工攉矸到溜子中进行出矸。2.煤（矸）运输：工作面1603回风巷（1601运输巷段）1490运输石门溜煤眼主斜井地面。3.材料、设备用矿车装运，从地面副斜井1490车场1490运输石门1603回风巷（1601运输巷段）通过人工运送到迎头工作面堆放整齐。 附图5：运输系统示意图第五节 管线敷设1.敷设的电缆、风水管路等，均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢固、整齐。电缆钩每隔0.3m一个，电缆垂度不超过50mm。2.风、水管必须吊挂，要接口严实，不

24、得出现漏风、漏水现象。风、水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，20m外用2寸铁管，要随着工作面推进及时延长，以备工作面正常使用。附图6：管线布置示意图。第六节 设备及工具配备掘进生产系统所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量见表7。 设备及工具配备表 表7序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1锚杆钎1m棵102水泵7.5kw台13风钻钎2.2m棵44锚索拉力机FYCD15-1500台25铁镐把56风钻YT-28台27大锤个18矿车个29控制开关MQT-120台410馈电开关QBD-80台111铁锹把612局部通风机2x45kw台213锚杆钻机MQT-120台214刮板输送机420台11

25、5皮带运输机 DSJ650/20/140台216激光指向仪台1第5章 生产系统第一节 通 风矿井为全负压通风系统，本工作面采用局部通风机通风。一、通风方式及供风距离工作面采用局部通风机压入式通风，最大供风距离800米。二、风量计算（一）掘进工作面风量计算及风机选型：1.按瓦斯涌出量计算：Q掘=100.qcH4.k掘 式中： Q掘掘进工作面配风量 qCH4掘进工作面瓦斯绝对涌出量，由通风提供的资料瓦斯最大涌出量为2.44 m/min K掘瓦斯涌出不均衡系数取1.6Q掘=1002.441.6=390.4 m/min2.按同时工作的最多人数计算：Q配=4N=412=48 m/minN-掘进头最多人数

26、3.按炸药消耗量计算：Q配=25A=2514.3=357.5 m/minA-炸药消耗量根据以上计算结果：1603回风巷掘进所需风量取最大值390.4m3/min。拟选245Kw对旋风机，双级风机的吸风量为840435 m/min。（二）掘进工作面风量验算（1）按掘进断面1计算1.按最低风速验算：Q小=V小S=0.2510.84=2.6 m/s=162.6 m/min357.5m/min式中，Q掘掘进工作面配风量V煤矿安全规程规定的巷道最低风速，取0.25 m/sS掘进工作面掘进最大断面积：取10.842.按最高风速验算：Q大=V大S=410.84 /s=43.36m3/s =2601.6m/m

27、in390.4 m/min以上计算及验算，因此245kw对旋式轴流局部通风机，配合800mm的双抗（抗阻燃、抗静电）风筒供风可满足生产需要，并符合有关规定。为保证工作面正常供风的需要，选择双风机，双电源方式供风三、局部通风机的选型及安装地点通过以上计算及验算，选则245kw对旋式轴流局部通风机，配合800mm的双抗（抗阻燃、抗静电）风筒供风，该风机吸入风量840435 m/min，能满足要求符合有关规定。为保证工作面正常供风的需要，选择双风机、双电源、自动切换方式供风，如掘进工作面不能满足正常供风需要时必须更换大功率局部通风机直到满足掘进工作面通风要求为止。四、局部通风机安装地点和要求（1）

28、局部通风机安装地点 局部通风机安装在1603回风巷（1601运输巷约k0+90m处）进风流中。（2） 局部通风机及风筒安装要求1. 风机必须吊挂或放在风机托架上，距离底板不小于300mm。2. 风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m。3. 局部通风机实行挂牌管理，专人负责，实现“三专两闭锁”。4. 风筒要求逢环必挂，拐弯处必须使用弯头，严禁拐死弯。5. 风筒接口要严实不漏风，风筒破口及时修补，工作面风筒不落地。6. 必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。五、通风管理1.局部通风机必须由专人负责管理，保证正常运行，其他人员不得随意停开。2.风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒接头要严实、无破口

29、、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,风筒出口距工作面不大于5m，且迎头必须有两节备用风筒。3.每月定期检修局部通风机，严格执行停电检修审批制度，必须保证风机连续运转。 4.安设双风机、双电源、实现自动切换，实现风电闭锁。 附图：通风系统示意图六、安全监控系统的安设位置及要求本矿监控系统为KJ83N系统，本工作面安设瓦斯传感器安装位置及断电范围：T1安装在距离工作面不大于5m风筒另一侧，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。T2安装在距离全负压回风不大于15m位置，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。附：监控系统图第二节 压 风

30、地面压风机房副斜井1490车场1490运输石门1603回风巷工作面。4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。附图：压风系统示意图。第三节 瓦斯防治 1.有永久抽放系统，瓦斯治理严格执行“先抽后掘”的综合治理措施。2.加强通风管理，以保证工作面有足够风量,严禁无风、微风及瓦斯超限作业。3.瓦检员必须严格执行瓦斯检查的有关规定，严禁不检、漏检和假检，发现问题及时汇报处理。4.及时处理局部积聚的瓦斯。第四节 综合防尘消防尘水源来自地面200 m ，水池副斜井1490车场1490运输石门1603回风巷（1601运输巷段）工作面。4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。1.施工过程中，水管必须每隔50m，安装一

31、个三通闸阀，水管吊挂平直。2.必须按照要求在工作面距迎头50m处安装一组全断面水幕，放炮出矸开启喷雾。3.工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻，停水停钻；装药放炮时使用好水炮泥。4.水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用固定架焊接，水幕安装距离顶板不大于300mm。5.定期冲洗巷道防止粉尘堆积。6.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清扫与冲洗。7.防尘设施齐全有效。8.施工人员必须佩戴防尘口罩。第五节 防灭火煤层为不易自燃煤层，防灭火主要为防治外因火灾，矿井安设有消防水系统消防水源来自地面200 m水池副斜井1490车场1490运输石门1603回风巷（1601运输巷段）工

32、作面。4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。第六节 安全监控一、人员定位矿井安设有KJ236人员定位系统,设有人员定位分站，读卡器，井下人员配备了编码器。二、监测监控 1.本矿监控系统为KJ83N系统，本工作面安设瓦斯传感器安装位置及断电范围： 2.T1安装在距离迎头不大于5m，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。放炮时由瓦检员撤回，炮后由瓦检员恢复。 3、瓦斯传感器报警浓度0.8，断电浓度0.8，复电浓度0.8。4.断电范围：掘进工作面巷道内及其回风流全部非本质安全型电器设备。5.T2掘进工作面回风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距离汇风点10-

33、15m，6.瓦斯传感器报警浓度1.0，断电浓度1.0，复电浓度1.0。断电范围：掘进工作面巷道内及其回风流中全部非本质安全型电器设备。7.安全监控的安装、使用、维护严格按煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)规定执行。三、便携式瓦斯报警仪的配备和使用。区长、技术员、爆破工、班组长、流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。附图：监测系统示意图。 第七节 供 电供电线路的高压电缆从1490变电所引出，经1490运输石门，由一台500型的馈电开关对1603回风巷内的设备供电。（回风巷使用电气设备安全技术措施另行编制） 附图：供电系统

34、示意图。第八节 排 水根据工作面预计涌水量小于0.5 m/h，采用3寸的钢管，用7.5KW的潜水泵排水，排水泵安装在容积4m的临时水仓内，从临时水仓再抽到1490运输石门经自流到1456水仓。附图：排水系统示意图。第九节 照明、通信和信号一、照明设施、位置等采用矿灯照明二、通讯设施、电话位置等附：通讯系统示意图采用电话通讯 1603回风巷（8312）区队 值班室 （8354）或矿调度室（8300）三、信号装置的种类和用途等信号综保、防爆电铃，用于井下开启设备时传递信号。附图：照明、通讯、信号系统示意图。第6章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织作业方式、劳动组合、劳动力配备、出勤率。采

35、用三班八小时作业制，人员配备如表9 劳动力配备表 表9序号工种 班 次在册人数出勤人数备注合计1班长12633122打眼工622263安钎工311134溜子司机622265皮带司机622266放炮工311137出矸工18666188直接出勤合计5416161654第二节 作业循环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的人员配备，合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉作业、平行作业，以充分利用工作时间，提高工作效率。附表：正规作业循环图表。第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标表 表10序号项目单位指标备注1巷道设计长度m6702巷道掘进断面m10.843巷道净断面m10

36、.224在册人数人685出勤人数人546出勤率%807循环进度m1.28日进尺m3.69月进尺m97.210循环率%9011单位材料消耗元/m12炸药消耗kg/m10.513雷管消耗发/m3914坑木消耗m/m015水泥消耗kg/m16砂子石子消耗kg/m17速凝剂kg/m8.918支架消耗架/m根据现场实际而定19锚索消耗条/m顶板0.5上帮0.220锚杆消耗根/m6.25第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风管理1.局部通风机必须由专人负责管理，保证正常运行，其他人员不得随意停开。2.使用局部通风，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

37、，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0.5%时，方可人工开动局部通风机。3.临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置警标、禁止人员进入，并汇报矿调度室。4.每月定期检修局部通风机，严格执行停电检修审批制度，必须保证风机连续运转，严禁无计划停电、停风。5.管理人员及班组长、电钳工必须携带便携式瓦斯报警仪。6.工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。7.工作面必须安排专职瓦斯检员经常检查工作面的瓦斯，瓦斯浓度超过规定时必须立即责令现场人员停止作业，切断超限区域内电气设备电源，并将

38、人员撤到安全地点。8.风筒出口距工作面不大于5m，且迎头必须有两节备用风筒。9.风筒要用抗静电、阻燃风筒。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，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。二、瓦斯防治1.掘进前必须编制本工作面瓦斯治理措施，坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针。2.使用局部通风，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0.5%时，方可人工开动局部通风机。3.临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置警标、禁止人

39、员进入，并汇报矿调度室。4.每月定期检修局部通风机，严格执行停电检修审批制度，必须保证风机连续运转，严禁无计划停电、停风。5.管理人员及班组长、电钳工必须携带便携式瓦斯报警仪。6.工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。7.工作面必须安排专职瓦斯检员经常检查工作面的瓦斯，瓦斯浓度超过规定时必须立即责令现场人员停止作业，切断超限区域内电气设备电源，并将人员撤到安全地点，汇报调度，采取措施处理。8.凡进入该防突工作面的人员必须随身携带完好的隔离式化学氧或压缩氧自救器；禁止将不完好的化学氧自救器带入井下。9.该工作面安设压风自救器，压

40、风自救器安装从回风口开始每50米一组，迎头压风自救距工作面不得大于40米。通风工区必须经常检查完好情况，确保正常使用。10.由通风工区按规定安设防尘净化水幕和隔爆水袋, 隔爆水袋的水量必须符合规定（按断面计算每平方200L/m2）要求。三、工作面预测及效果检验（一） 临界指标：42mm ：K10.5，SA6Kg/m；喷孔等施工中的动力现象。（指标借鉴防治煤与瓦斯突出规定的规定）（二）检验方法1.用电煤钻在工作面布置施工3个预测孔，深度810米，钻孔控制巷道轮廓外3米，有软分层时布孔于软分层中，无软分层时布置在煤层顶、底板的中部，2.每隔2米测一次K1值，每米测定一次钻屑量，并观察施工中的动力现

41、象。3.在突出危险区掘进时，若预测不超标，保证2米预测孔水平投影长度的安全屏障掘进；若预测超标则施工瓦斯排放钻孔进行消突，待排放4小时后进行效果检验，如果检验有效，则同时保证措施孔5m投影长度和检验孔2m投影长度的安全屏障掘进，若检验无效，则继续延长排放时间或加打排放钻孔。四、防尘管理1.施工过程中，水管必须每隔50m，安装一个三通闸阀，水管吊挂平直。2.必须按照要求在据工作面不大于50m处安装一组全断面水幕，喷雾又通风工安设，施工单位负责保护使用，放炮出矸必须开启喷雾，并经常检查维修，确保喷雾好使。 3.工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻，停水停钻；装药放炮时使用好水炮泥，出渣时进行洒水

42、消尘。4.水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用固定架焊接，水幕安装距离顶板不大于300mm。5.定期冲洗巷道防止粉尘堆积。6.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清扫与冲洗。7.施工人员必须佩戴防尘口罩。五、防火管理1.入井人员严禁携带烟草及点火物品入井，严禁穿化纤衣服入井。2.加强电器设备的检查维护及电缆吊挂，不许出现埋压、挤压现象。防止电器设备失爆及电缆老化短路，3.开关处分别配备一个沙箱（沙箱沙量不少于0.5m3）、两个干粉灭火器，4.及时轨道及周围卫生、要保持清洁。5.在工作面设置防尘管路，三通阀间距不大于50m，灭火胶管长度不小于30m。6.所有施工人员必须熟悉灭

43、火器的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。7.任何人发现井下火灾时，必须采取一切可能的方法进行直接灭火，同时视火灾的性质、灾区的通风情况立即汇报矿调度室。并严格按照煤矿安全规程第244条执行。8.电气设备着火时，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电的灭火器材进行灭火。第二节 顶 板1.工作面必须加强顶板管理，临时支护应紧跟工作面，严禁空顶作业。2.每班作业前班长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。3.严格按中、腰线及设计尺寸检查、修刷巷道周边，巷道几何尺寸符合要求后，方可打锚杆挂网。4.严格按锚杆间、排距布置锚杆眼，锚杆眼要钻准、平、直、齐。锚杆

44、眼应尽量垂直巷道顶板或岩层层面，其夹角角度大于75。5.钻锚杆眼、安装锚杆、挂网时，严格按由外向里的顺序逐渐进行。锚网必须紧贴岩面,锚杆螺帽紧固有效,外露不超过3050mm。严禁人为改变锚杆直径和长度。6.锚网必须紧跟工作面，严禁空顶作业。7.严格执行“敲帮问顶”制度。进入工作面作业前，施工过程中，装药前，放炮前，放炮后，安装锚杆时都必须加强“敲帮问顶”，及时找下顶帮悬浮的煤矸。找顶时应使用长把工具，站在支护完好的地点进行，并按由外向里，先顶后帮顺序把悬矸、活矸及时找净，严防片帮、掉顶伤人，确保安全生产。8.施工过程中，必须设专人观察安全，发现顶板有险情，必须立即停止作业，将所有人员撤至后面支护完好的安全地点，待顶板活动稳定，确认无危险后，方可继续施工。9.遇顶板破碎时，应加强支护，采用特殊措施进行处理。10.加强锚固力的测试工作，必须进行一次锚固力测试，并将测试结果上报矿生产技术科。如抗拨力达不到设计要求，生产技术科、安检科与施工单位有关人员一起分析原因，采取措施及时处理。11.在地质破碎带、复合顶板掘进巷道；巷道交叉点、巷道贯通采取加强支护；使用前探支护、防倒支架、严禁空顶作业；其它顶板控制的安全技术措施。第三节 爆