上分层运输顺槽及开切眼作业规程

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 1第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 1第二节煤（岩）层赋存特性 2第三节地质构造 5第四节水文地质 5第三章巷道布置及支护说明 5第一节巷道布置 5第二节支护设计及工艺 7第三节支护工艺 12第四节矿压观测 17第四章施工工艺 19第一节施工方法 19第二节凿岩方式 20第三节装载与运送 22第四节管线 22第五节设备与工具配备 24第五章生产系统 24第一节通风 24第二节压风 31第三节瓦斯防治 32第四节综合防尘 34第五节防灭火 38第六节安全监控 38第七节供电 41第八节排水 44第九节运输 45第十节井上、下通信 48第十一节照明及信号 49第六章劳动组织及重要技术经济指标 49第一节劳动组织 49第二节循环作业 50第三节重要技术经济指标 51第七章安全技术措施 53第一节一通三防 53第二节顶板 60第三节防治水 64第四节机电 65第五节运输 72第六节其它 74第八章灾害应急措施及避灾路线 75第一节安全避险系统 75第二节各种灾害预兆 78第三节灾害应急措施 80第四节避灾路线 84第一章概况第一节概述3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面为单巷掘进，重要担负3403上分层回采工作面进风、运送等任务，设计运送顺槽掘进长度444m，开切眼掘进长度141m，设计总掘进长度585m（运送顺槽已掘进70m，剩余374m未掘进），工程设计掘进量7220m3，掘进煤量10613.4吨；巷道坡度1°—5°；设计服务年限4个月；本掘进工作面预计开工时间2023年2月上旬，预计竣工时间2023年6月中旬。（附：巷道布置平面位置图）第二节编写依据《煤矿安全规程》、《山西阳城阳泰集团西冯街煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》、《西冯街煤业巷道锚杆支护设计方案》及《煤矿质量标准化评分标准》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一、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面相应的地面位置：位于何庄村中部以东900m处，搬迁村庄鹿角岭下部，地面标高从+630m到+687m；掘进区域内无河流、水池、水井，无建筑物，对采掘工程无影响。二、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面沿3#煤顶板掘进，前方为实体煤，掘进时必须加强瓦斯管理，保证安全施工。三、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面范围煤层不易自燃发火，对采掘工程无影响。井上下对照关系表水平、采区四盘区工程名称3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面地面标高（m）+630～+687井下标高（m）+472.602～+478.549地面的相对位置建筑物、小井及其他地面的相对位置无建筑物、小井及其它构筑物。井下相对位置对掘进巷道的影响井下相对位置煤层赋存稳定，煤层不易自燃发火，对巷道掘进影响不大。瓦斯涌出量不大，对掘进工程影响较小。邻近采掘情况对掘进巷道的影响掘进前方为实体煤，南侧为四盘区回风巷，西面为3402上分层运送顺槽，东面为实体煤，掘进时，必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、有采必探、先治后采”的探放水制度。第二节煤（岩）层赋存特性一、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘进范围内3#煤层走向32°，倾向302°，倾角1°－5°；煤层平均厚度为5.81m；煤层结构简朴，含一层夹矸，局部地段煤层下部具有窝状矸石；煤层坚固性系数（f）3—4。3#煤层直接顶板为黑色的泥岩，厚度1.15m，属中档坚硬岩石，局部有0.3m左右的炭质泥岩伪顶，伪顶较松软，开采中随顶煤一起垮落；直接底板为黑色粉砂岩，厚度为0.5m，层位不稳定，有时变为泥岩，为中档坚硬岩石。3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面布置：沿正北方向与四盘区回风巷垂直布置，预测3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面瓦斯绝对涌出量为1.0m3/min，二氧化碳绝对涌出量为0.4m3/min；根据山西煤矿设备安全技术检测中心出具的煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检查报告，拟定3#煤层不易自燃，煤尘无爆炸性；预测地温为20℃左右。

煤层特性情况表指标参数备注煤层厚度（最大～最小/平均）/m5.7～5.93/5.81煤层倾角（最大～最小/平均）/（°）5～1/3煤层硬度f3～4煤层层理（发育限度）发育煤层节理（发育限度）发育自燃发火期/d不易自燃绝对瓦斯涌出量（m3/min）1.0相对瓦斯涌出量（m3/t）7.09煤尘爆炸指数/%无地温/℃20煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度(m)岩性顶板基本顶Ⅲ7.23.99粉砂岩直接顶Ⅲ2.11.15泥岩伪顶Ⅴ1.70.15炭质泥岩底板直接底Ⅲ7.20.5粉砂岩基本底Ⅱ7.51.35中细砂岩综合柱状图地层名称层厚（m）柱状层号煤（岩）层名称岩石特性描述备注二叠系下统山西组（P1s）3.99粉砂岩灰黑色，上部含较多石英及云母片，下部质均，底部粒度变细，全层分布植物化石碎片。1.15泥岩黑色，致密块状，含量少量砂质，下部炭质逐渐增高，底部鲕状结构。0.15炭质泥岩致密块状，含大量炭质及煤纹。5.813#3#煤无烟煤，质脆，明亮，含0.28m夹石为粉砂岩。0.5粉砂岩致密块状，含炭质，条痕黑色，底部有砂质增多1.35中细砂岩灰黑色，石英为主，含大量黑色矿物及云母片第三节地质构造3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面倾角1°～5°；根据相邻3402上分层运送顺槽实测结果，预计3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面220m～256m将出现小型正断层，断层落差为2m，3#煤层、伪顶及直接顶都属于断至层位范围；本区域内无陷落柱；掘进巷道位于引渠—柏沟背斜东翼，平均倾角3°；煤层埋藏稳定，构造简朴，层理明显，节理发育。第四节水文地质一、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘进区域地表位于搬迁村庄鹿角岭下部，掘进区域内无河流、水池、水井，巷道两端头无建筑不受影响；覆盖层的重要含水层为地表砂岩裂隙含水层，重要接受大气降水补给，一般富水性较差；巷道掘进时，以淋水的形式涌入巷道，涌水量较小，预计涌水量约0～1.0m3/h，对掘进工程影响较小。二、相邻的3402上分层运送顺槽无涌水、淋水现象，但掘进时必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、有采必探、先治后采”的探放水制度，并根据探放水情况，定期在采掘工程平面图上标出“三线”（积水线、探水线、警戒线）。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、3403运送顺槽及开切眼的布置：1、3403上分层运送顺槽开口布置在胶带大巷内3402上分层运送顺槽东侧15m处，以巷道真方位角0°掘进444m，然后转方位角为90°掘进开切眼141m停止。2、3403上分层运送顺槽掘进断面为矩形断面，宽3.8m、高2.7m，掘进断面积10.26m2，支护后净断面宽3.7m、高2.65m，净断面9.8m2。3、3403开切眼掘进断面为矩形断面，宽7.0m、高2.7m，掘进断面积18.9m2，支护后净断面宽6.9m、高2.65m，净断面18.285m2。开切眼掘进时分为两次施工完毕，一方面以掘宽3.5m掘进141m后，再刷扩开切眼右帮3.5m至设计规定，形成3403开切眼。刷扩过程中及时平行于开切眼在巷道中部支设两排单体液压柱加强支护，柱间排距200×900mm。4、3403上分层运送顺槽掘进至80m处时，在巷道左帮施工掘进一绞车硐室，硐室掘宽3m，深2.5m，高度同顺槽掘进高度。5、3403上分层运送顺槽掘进至120m处时，在巷道左帮施工掘进一移变硐室，移变硐室掘宽4.8m（中线至巷道左帮1.9m，至右帮2.9m），长10m，高度同顺槽掘进高度，以后每隔120m掘进一移变硐室。3403上分层运送顺槽支护及断面图3403开切眼支护及断面图第二节支护设计及工艺3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面沿3#煤层顶板掘进，待3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘至220m～256m时预计将出现正断层，届时将采用压顶措施通过该区域保持巷道平直。掘进范围内无陷落柱等大的地质构造，煤层及周边岩体稳定性较好，设计支护方式采用锚网支护。一、支护方式（一）临时支护（1）采用两根前探梁作为临时支护。每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定牢固，前探梁采用π型梁，长3.6m。吊环为20mm厚钢板加工制成的可调节连接工具。（2）割煤后，敲帮问顶，及时解决活矸活炭，确认安全后，及时前移前探梁，在前探梁上放置钢筋梯和金属网，然后用一根长度3.6m（具体长度根据巷道规格拟定，原则上木板两端距巷帮不得大于300mm），宽25cm，厚度5cm的木板搭设在前探梁与金属网间，之后采用两架特制“7”字型钢架的短头端分别紧套在前探π型梁上对掘进头煤壁进行临时支护。“7”字型钢架长头端在上下50cm处用12#钢筋焊一铁钩，铁钩上放木板（厚5cm，长不小于2m），然后将前探梁用背板（长50cm、宽25cm，厚度5cm）、木楔背紧刹实，使钢筋梯、金属网紧贴顶板，再对“7”字型钢架长头端上放置的木板与掘头煤壁之间用背板、木楔背紧刹实，防止掘进头煤壁片帮伤人。前探梁与吊环之间用木楔刹紧。（3）前探梁、“7”字型钢架、吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换；在移动前探梁时，要从外向里在支护完好的情况下进行。（二）永久支护采用锚网支护，树脂加长锚固组合锚杆支护，并进行锚索补强。二、支护设计（1）锚杆材质选用MSGLW335型左旋无纵筋螺纹钢及玻璃钢锚杆作为锚杆杆体。（2）锚杆长度与间排距3403上分层运送顺槽0-30m段两帮及顶板采用螺纹钢锚杆；3403上分层运送顺槽70-444m段巷道右帮及开切眼右帮采用玻璃钢锚杆，长度2.0m，其余均采用螺纹钢锚杆。3403上分层运送顺槽及开切眼顶板锚杆长度2.0m，帮锚杆中螺纹钢锚杆长度1.8m，玻璃钢锚杆长度2.0m；3403上分层运送顺槽顶板锚杆间排距为0.85m×0.9m，两帮锚杆间排距为0.8m×0.9m，每排布置13根锚杆；开切眼顶板锚杆间排距为0.8m×0.9m，两帮锚杆间排距为0.8m×0.9m，每排布置17根锚杆。（3）锚杆直径和预紧力锚杆直径：两帮和顶板均为20mm。螺纹钢锚杆安装的预紧力矩不低于120N·m，锚固力不低于80KN（28MPa）。玻璃钢锚杆安装的预紧力矩不低于40N·m，锚固力不低于50KN（18MPa）。（4）锚固剂及锚固长度锚杆锚固长度不小于0.9m，每根锚杆选用1卷CK2335和1卷K2360的树脂锚固剂。（5）锚杆角度顶板锚杆：靠近巷帮的安设角度与水平线成70°，其余的垂直顶板；巷帮锚杆：靠近顶、底板的安设角度与水平线成20°，其余的垂直巷帮。（6）锚杆支护附件锚杆支护的附件重要涉及钢筋梯和金属网。钢筋梯选用直径为12mm的钢筋焊接而成，两帮和顶板钢筋梯的规格如图所示。运送顺槽顶板钢筋梯长度3600mm，宽度80mm，限位孔间距670/680mm。运送顺槽两帮钢筋梯长度2810mm，宽度80mm，限位孔间距570mm。锚杆托盘采用规格为130mm×130mm×10mm的铁托盘。金属网采用10＃铁丝编织的菱形金属网，宽1000mm，网格50×50mm。运送顺槽的顶网长度4200mm、帮网长度2300mm。铺设时保证每循网片间搭接100mm，并用16#网丝每10cm联结一道（扭结不少于3圈）；顶网与帮网连接方式采用对接。顶板钢筋梯与两帮钢筋梯搭接不小于100mm，并用锚杆固定牢固。（7）锚索支护顶板采用锚索加强支护。锚索采用高强度、低松弛、大延伸率1×7结构的钢绞线，规格为φ17.8×7000mm，采用“三花”布置（即对于任意相邻的两排锚索，其中一排布置一根锚索位于顶板中部，另一排布置两根锚索位于顶板两侧，间距2023mm），排距1800mm。每根锚索采用1卷CK2335和2卷K2360的树脂药卷进行锚固，安装预紧力不低于100kN（30MPa），不高于120kN（36MPa）。锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为20mm。运送顺槽顶板钢筋梯规格图运送顺槽两帮钢筋梯规格图临时支护示意图

永久支护示意图（8）掘进工作面与贯眼丁字交叉点支护设计：两条巷道交叉部位锚杆支护参数不变，对以交点为中心半径10m范围内顶板锚索参数进行加强，锚索由“三花”布置改为“二二”布置，即由“一排一根与一排两根锚索交替布置”改为“一排两根锚索布置”，间排距为2023mm×1800mm。如遇顶板松软，锚网不能满足支护规定期根据实际情况另行制定符合实际的补充措施。（9）移变硐室掘进断面增宽地段支护设计：移变硐室掘进断面增宽地段锚杆支护参数不变，靠近巷帮处锚杆间距局限性0.9m时，增长一根锚杆；断面增宽地段顶板锚索进行补强支护，锚索由“三花”布置改为“二二”布置，间排距为2023mm×1800mm；如顶板压力较大，可根据情况在两排锚索之间再增补一至两根锚索加强支护。（10）工作面防静电支护设计：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面在掘进过程中，每掘进50m，要在巷道顶帮处全断面铺设一排0.9m宽的阻燃抗静电尼龙编织网，尼龙编织网采用锚杆配合钢筋梯固定，尼龙编织网的规格具体视各巷道断面而定。三、最大控顶距和最小控顶距3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘进时，最大控顶距为1.2m，最小控顶距为0.3m。第三节支护工艺一、施工顺序：交接班→瓦斯检查→安全检查→割、装、运煤（备料）→敲帮问顶找掉危岩→临时支护→永久支护→清煤→延伸皮带（或刮板输送机）→检查验收。二、施工工艺1、顶板锚杆施工工艺掘进出煤（为打顶部和巷帮上部锚杆应留部分浮煤，作为踏渣作业平台）→敲帮问顶找掉危岩、危煤→铺联网、安装钢筋梯→上临时支护→用锚杆钻机打顶板中部锚杆孔并清孔（面朝工作面）→向钻孔内放入药卷→在锚杆尾部套上托板并拧上螺母→用锚杆头部顶住药卷并送入孔底→升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部→转动钻机至规定期间（一般为15~30秒）→停止搅拌但保持钻机推力至规定期间（一般为1分钟）→用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部→转动锚杆钻机拧紧螺母→安装其它顶板锚杆。（1）当顶板比较破碎时，应视具体情况适当缩小锚杆的排距，安装锚杆前架设临时支护，严禁空顶作业。（2）锚杆孔采用单体风动锚杆钻机完毕，先用1.0m的短钻杆，然后用2.0m的长钻杆，采用φ28mm的岩石钻头钻孔。钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢筋梯限位孔中，然后开动锚杆机进行钻孔，孔深规定为1910~1940mm，垂直锚杆钻孔角度偏差不大于±15°，非垂直锚杆钻孔角度偏差不大于±5°。钻到预定孔深后下缩锚杆机，同时清孔，清除煤粉和泥岩。（3）按先后顺序依次放入1支CK2335树脂药卷，再放入1支K2360树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过搅拌器与锚杆机连接，将孔口处的药卷送入孔底。（4）运用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家规定严格控制（一般为15~30秒）。同时规定搅拌过程连续进行，半途不得间断。停止搅拌后保持推力等待1分钟左右后再收缩钻机。（5）运用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力。拧紧力矩达成120N·m，检查锚杆预紧力必须使用力矩扳手。（6）锚杆螺纹段外露10—40mm。2、帮锚杆施工工艺：接联金属网、安装钢筋梯→定孔位→用钻机钻孔→清孔→向孔内放入药卷→用锚杆头部顶住药卷送入孔底→用搅拌器联接钻机和锚杆尾部→转动钻机搅拌药卷至规定期间（一般为15~30秒）→停止搅拌并等待至规定期间（一般为1分钟）→在锚杆尾部套上托板并拧上螺母→用风动扳拧紧螺母→安装其它帮锚杆。巷帮锚杆钻孔采用帮锚杆钻机完毕，垂直锚杆钻孔角度偏差不大于±15°，非垂直锚杆钻孔角度偏差不大于±5°，采用帮锚杆钻机搅拌，螺纹钢锚杆拧紧力矩达成120N·m，玻璃钢锚杆拧紧力矩达成40N·m，其它技术规定同顶板锚杆。3、锚索施工工艺：定锚索孔位→用锚索钻机钻孔→清孔→往孔内放入树脂药卷→用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底→升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部→转动钻机搅拌树脂药卷至规定期间（一般为15-30秒）→停止搅拌但保持钻机推力至规定期间（一般为1分钟）后收缩锚杆钻机卸下搅拌器→等待15分钟→套上托板安装锚具→用张拉设备张拉锚索至预紧力为100KN（30MPa）。（1）采用单体锚索钻机，配B19中空六方接长钻杆和φ28mm双翼岩（2）先放入1支CK2335超快速树脂药卷，再放入2支K2360树脂药卷，插入锚索将药卷推入孔底。（3）锚索下端用专用搅拌器与钻机相连，开机搅拌先慢后快，待锚索所有插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定期间（一般为15~30秒）。停止搅拌后等待至规定期间（一般为1分钟），收缩锚杆钻机，卸下搅拌器。（4）等待15分钟后装上托板和锚具，用张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力100KN（30MPa），之后卸下千斤顶。（5）张拉后锚索露出锁具150—250mm。（6）锚索的排距误差和锚杆排距误差应相相应（±100mm）。4、技术规定锚杆技术规定：（1）规定按设计尺寸施工，保证巷道成形质量，不得欠挖，超挖不得超过100mm（不可抗拒的冒顶和片帮除外）。（2）锚杆螺纹段外露10—40mm。（3）锚杆必须安装牢固，托板应紧贴钢筋网或巷道围岩表面，锚杆托板处及周边50mm范围内的浮煤矸必须找掉、找平、找实。（4）巷道中锚杆与锚杆之间的间距、排距必须符合规定规定，误差不得超过±100mm。（5）锚杆安装后，垂直锚杆保证角度偏差不大于±15°，非垂直锚杆角度偏差不大于±5°。（6）顶锚杆钻孔深度规定为1910~1940mm，帮锚杆中螺纹钢锚杆钻孔深度规定为1710~1740mm，玻璃钢锚杆钻孔深度规定为1910~1940mm，误差不得超过50mm。（7）金属网搭接长度不得低于100mm，且网应拉紧压实，紧贴巷道围岩表面，联网间距不大于100mm；巷道两个肩窝必须用网片封闭并按规定压茬联接。正常情况下，煤帮挂网滞后顶部一网；当出现煤壁松软等情况时，顶锚杆和帮锚杆必须同步到位，严禁滞后（煤帮不得滞后挂网，应与顶部同时进行挂网锚固）。（8）每个循环永久支护工作完毕后，紧靠掘头的第一排顶部锚杆，距掘头的最大控顶距不得超过0.3m。锚索技术规定：（1）需要安装锚索时，应在掘头施工时与锚杆同时安装。（2）锚索孔深误差控制在0～+30mm。（3）锚索外露长度控制在150—250mm。（4）锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反映的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失败。（5）搅拌树脂药卷后15分钟张拉锚索，张拉预紧力100KN（30MPa）。（6）张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原钻孔重新钻进，并用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。5、锚网梁索支护的具体环节（1）巷道割煤成型后，一方面在顶板铺联网、上钢筋梯，并及时前移前探钢梁进行临时超前支护；（2）另一方面，直接钻凿顶板最中间一根锚杆眼并安装锚杆，然后钻凿其他顶板锚杆眼并安设锚杆（严格实行钻一眼及时安一根锚杆的施工方法，不能采用一次打多个眼再集中安设的方式）；（3）挂帮网（注意帮部网片与顶部网片间的联接要牢固），铺设帮部金属网片，然后按照从上到下的顺序钻凿两帮锚杆眼，并及时安设锚杆；（4）当锚杆支护距离达成锚索排距后及时安装顶板锚索，同时进行已安设锚杆的二次紧固。第四节矿压观测根据《锚杆支护技术规范》的规定该施工巷道要进行顶板离层监测。1、矿压平常检测矿压平常检测涉及顶板离层仪颜色、锚杆、锚索安装几何参数（外露长度、角度、间距等）、锚杆预紧力矩、锚杆托板安装质量等抽检。由队组质验人员负责并填写记录，安全员负责监督。（1）顶板离层仪观测每隔50m（或巷道交叉点）安设一个顶板离层指示仪，型号为LBY—2，离层指示仪以红、黄、绿三种颜色表达顶板离层松动的严重限度，绿色表达顶部松动离层值较小，处在较稳定的状态；黄色表达离层松动已达成警界值；红色表达顶板离层松动值较大，已进入危险状态。由队组质验人员负责观测两个刻度坠的颜色、刻度值，其别人员也应随时注意观测，以便及早发现异常现象，保证安全。当发现顶板离层仪临界值达成或超过100mm时，应立即向调度室、安全科、技术科报告，由生产技术、安全等科室进行分析顶板离层因素，采用措施进行解决。当巷道掘进过程中掘头遇地质条件变化，如过断层、顶板松软、破碎或巷道压力明显增大导致顶板离层、下沉达成或超过100mm时，应缩小掘进循环进尺，缩小锚杆、锚索支护间排距，并增打锚索数量进行加强支护，如上述措施仍无法有效解决顶板离层、下沉时，将在原锚杆、锚索支护的巷道内套设钢棚架进行加强支护，待掘进巷道掘头顶板条件变好，向调度室、安全科、技术科及有关领导报告并经鉴定批准后，方可停止套设钢棚架，恢复锚杆、锚索至正常支护状态。（2）锚杆预紧力矩抽检由本班质验人员对施工的锚杆预紧力进行逐根的检查，并将检查的数据结果记录在锚杆安装质量班检查登记表内。螺纹钢锚杆达成120N·m即为合格，玻璃钢锚杆达成40N·m即为合格。一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“预紧”字样，规定本班人员重新拧紧螺母直至合格。（3）锚杆、锚索安装几何参数（外露长度、角度、间距等）及托板安装质量等情况由本班质验人员进行具体的检测，并记录在锚杆、锚索安装质量班检查登记表内。2、综合监测综合监测涉及：顶板离层仪的安装和观测、锚杆锚固力抽检、预紧力矩抽检由矿压监测小组负责。（1）顶板离层仪观测顶板指示仪由施工队组负责打眼，矿压监测小组负责安装和观测测度值。在距掘进工作面50m内，天天观测一次离层值；50m外，每周观测一次。一旦发现异常现象，必须立即向有关领导报告，以便采用相应措施。（2）锚杆锚固力抽检对施工的锚杆按不小于3%的比例，每300根顶、帮锚杆各抽样一组（共9根）进行检查，局限性300根时按300根进行。抽检时只做非破坏性拉拔，锚杆达成80KN（28MPa）即为合格。一旦发现不合格锚杆，必须在其托板上注明“补打”字样，规定施工队组人员重新安装合格锚杆。（3）锚杆预紧力矩抽检巷道每掘进80—100m或每300根（含300根以下）由质验人员用扭力扳手抽检一组（不少于10个螺母，顶板6个，帮4个）螺母的扭矩情况。若只有一个不合格，将其拧紧，若有2个不合格，再抽查一组，称二次抽查（不少于10个螺母）。若一次抽查有3个螺母扭矩不合格或二次抽查有2个不合格，必须调查分析因素，并采用相应措施，将这段范围内所有螺母拧紧达成规定。第四章施工工艺第一节施工方法巷道施工方法采用掘进机按设计规定一次切割成巷，带式输送机运送，锚网支护。正常情况下,要按掘进机切割示意图进行(后附掘进机截割示意图)。如煤层较软时，可先割上部,待顶板支护完毕后，再割底煤。如碰到断层等地质构造，掘进机难以施工时，施工方法采用人工爆破，刮板输送机运送，并制定爆破安全技术措施。

掘进机截割示意图第二节凿岩方式一、机掘施工方式1、掘进方式及设备：采用EBZ135型掘进机掘进并配备QZP—160型转载机和DJS800/40/30胶带输送机(或SGB620/40刮板输送机)进行运煤。2、切割方式：截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度400—600mm，然后在巷道内水平截割，周边留煤200—300mm，每水平摆动截割一次抬高400—600mm，按照截割运营曲线示意图连续摆动截割至初步成形。截完一个循环后，修周边至设计规定。3、工艺流程：交接班—安全检查—落、装、运煤—安全检查—临时支护—永久支护—延伸皮带（煤溜）4、巷道贯通施工方法：当3403上分层运送顺槽进行贯通前，必须下达贯通告知单，检查两侧掘头的通风、瓦斯、顶帮情况，然后只允许从一个掘头单头掘进贯通，每班必须按规定检查两侧掘头的通风、瓦斯、顶帮情况。发现异常情况，必须立即采用措施进行解决。施工设备与供电情况表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1掘进机EBZ1351台移动变电站2气动手持式帮锚杆钻机MQS—50/1.72台地面空压机备用一台3空心麻花钻杆φ26mm2根4双翼煤钻头φ28mm5个5压风管2寸1趟6局部通风机FBD№-6.3(22kw×2)2台采变风机专变备用一台7矿用湿式除尘风机KCS—260D1台移动变电站8刮板输送机SGB620/401部移动变电站9转载机QZP—1601部掘进机10胶带输送机DJS800/40/301部移动变电站11气动锚杆（索）钻机MQT—120J2台地面空压机备用一台12中空六角钻杆B19mm13合金钢锚杆钻头φ28mm设备布置示意图第三节装载与运送一、原煤装载、运送：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面由EBZ135型掘进机切割落煤，原煤由掘进机的装载机构装运转载机、刮板输送机、胶带输送机运至胶带大巷皮带。刮板输送机、胶带输送机安装在巷道右帮一侧，机头机尾各采用地锚（压机柱）进行固定。二、材料设备的运送：材料设备经轨道大巷运至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口后，由人工将所需材料设备运至工作面。装载设备运送方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运送方式运送距离备注1转载机QZP—1601部3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面16m2胶带输送机DJS800/40/301部3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面地锚444m3刮板输送机SGB620/401部3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面压机柱120m第四节管线一、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面风筒用铁丝吊挂在巷道左上角，必须保证逢环必挂，吊挂平直。二、压风管、防尘水管用铁丝吊挂在巷道左帮中部，压风管距底板150cm，防尘水管距底板120cm，与工作面保持间距10—15m。三、排水水管用铁丝吊挂在巷道左帮下部距底板30cm处，与工作面保持间距20—30m，排水泵与工作面保持间距30m。四、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面的监控、通信、信号、低压动力电缆线自上而下采用电缆钩吊挂在巷道左帮。动力电缆间距5cm，监控与通讯电缆间距5cm，信号电缆与动力电缆间距不得小于10cm；电缆钩吊挂间距不得超过3m。管线敷设方式表序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风筒800mmm790铁丝8—12m2风管50mmm790铁丝10m3水管50mmm790铁丝10m4电缆线m790电缆钩10m5排水管50mmm790铁丝20m

设备与工具配备设备与工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1水泵BQW45—22—7.5台12风钻MQS—50/1.7台23控制开关QBZ—60台54馈电开关QBZ—200台15照明综保BZX—4台16双风双电源开关QBZ—4×120台17掘进机EBZ135台18胶带输送机DJS800/40/30部19刮板输送机SGB620/40部110局部通风机FBD№-6.3(22kw×2)(22kw×2)台211镐把212锤把213锹把614激光指向仪YBJ—600台115气动锚杆（索）钻机MQT—120J台216湿式除尘风机KCS—260D台1第五章生产系统第一节通风一、通风方式：1、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面采用压入式通风方式。2、3403上分层运送顺槽开口掘进时将局部通风机安设在3403上分层运送顺槽距回风绕道口往外不小于10m的进风巷道中，向掘进工作面供风，污风沿四盘区回风巷直接进入总回风巷。3、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面选用FBD№-6.3(22kw×2)对旋轴流式局部通风机，选用直径800mm的风筒沿巷道左上角布置向工作面供风，风筒用铁丝吊挂，且必须吊挂平直，逢环必挂。4、我矿属高瓦斯矿井，3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面安装两台同型号同等能力的局部通风机（其中一台备用），局部通风机采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，通过安装KJGISⅡN—F监控分站实现风电、瓦斯电闭锁功能；同时采用双风机双电源自动切换开关和自动切换风筒。5、遵循“边掘边抽”的瓦斯治理原则，通风科要按照抽放设计规定及工作面实际情况，制定切实可行的掘进面瓦斯抽放专项设计，抽放组严格按照抽放设计进行瓦斯抽放，保证工作面安全生产。6、配套通风设施：由通风科在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面建立一座测风站。二、通风路线及局扇供风距离：新鲜风——主、副斜井——井底车场——胶带大巷——经局部通风机送至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面污风沿掘进巷道——回风绕道——四盘区回风巷——总回风巷——回风斜井经重要通风机排至地面3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面局部通风机供风距离585m。三、掘进工作面需要风量计算：1、按瓦斯涌出量计算：Q1＝125qk＝125×1.0×2.0＝250m3/min式中：Q1——掘进工作面实际需要风量，m3/min；125——单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值；q——掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；k——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。2、按同时工作最多人数计算：Q2＝4N＝4×14＝56m3/min式中：Q2——掘进工作面实际需要风量，m3/min；4——每人每分钟应供应的最低风量，m3/min；N——掘进工作面同时工作的最多人数。3、按除尘风机吸风量计算：Q3＝Q尘+15S掘＝260+15×10.26＝413.9m3/min4、选择上述最大风量为单头掘进工作面需要风量：Q掘＝413.9m3/min四、掘进工作面风量验算：1、按最低风速验算：Q掘＞15S掘＝60×0.25×10.26＝153.9m3/min2、按最高风速验算：Q掘＜240S掘＝60×4.0×10.26＝2462.4m3/min式中：S掘——掘进巷道的断面积。3、按有害气体的浓度验算：回风流中瓦斯浓度不得超过0.8%或二氧化碳浓度不得超过1.5%，其它有害气体符合《煤矿安全规程》规定。P瓦/Q掘＝0.8÷413.9＝0.2%＜0.8%式中：P瓦——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min。4、经验算，3403上分层运送顺槽及开切眼所需风量为413.9m3/min。五、局扇风机的选型：（一）3403上分层运送顺槽及开切眼1、局部通风机风量的拟定：式中：——局部通风机风量，m3/min；——掘进工作面需要风量，m3/min；——风筒的有效风量率，2、局部通风机风压的拟定：局部通风机压入式通风时的工作风压为：Q＝≈471.7m3/minPapa式中：——局部通风机工作全压，Pa；R——风筒风阻，N·S2/m8；——风筒摩擦阻力系数，N·S2/m4；——风筒供风长度，m；——风筒周长，m；——风筒断面积，m2；Q——风筒平均风量，m3/min——局部通风机（吸）风量，m3/s——风筒出口风量，m3/s——风筒出口动压；PaD4——风筒出口直径。m局部通风机全压工作风阻为：式中：——局部通风机全压工作风阻；——局部通风机工作全压，Pa；——风筒出口风量，m3/s。3、局部通风机选型：根据以上计算，3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面选用的FBD№-6.3(22kw×2)局部通风机，工作风量为380—550m3/min，工作风压为1000—5400Pa，各参数均大于选型计算值，可以满足3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面通风规定。六、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面全风压配风量计算：1、按局部通风机的实际吸风量计算：Q＝Q局I＋15S＝550＋15×11.76＝726.4m3/min式中：Q——掘进工作面全风压需要配风量，m3/min；Q局——掘进工作面局部通风机的额定风量，m3/min；I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；15——保证局部通风机吸风口至回风口之间巷道最低风速的系数，0.25m/s×60s；S——局部通风机吸风口至回风口之间巷道断面积。2、按以上计算选取最大风量作为全风压总配风量进行风速验算：按最低风速验算：Q＞15S＝60×0.25×11.76＝176.4m3/min按最高风速验算：Q＜240S＝60×4.0×11.76＝2822.4m3/min3、分别按瓦斯涌出量、同时工作最多人数、局部通风机吸风量计算后，选择其中最大风量为3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面全风压配风量，并进行风速验算后：拟定为726.4m3/min。七、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面风筒出口至工作面掌头距离：风筒出口至射流反向的最远距离称为射流的有效射程，用L射表达。L射=4式中S——巷道断面10.26m2L射=4=12.8m在有效射程以外的独头巷道会出现循环涡流区，为了有效地排出煤尘与瓦斯，风筒出口与工作面的距离应小于有效射程L射。根据巷道风速规定和排放瓦斯规定，3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面风筒出口至工作面掌头距离取10--12m。（附通风系统示意图）

第二节压风一、压风系统：1、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面压风风源，由安装在地面空压机房内的固定式空压机供应：空压机型号为EAS250—2G螺杆式空气压缩机，容量30m3/min，出口压力0.85Mpa；2、从空压机房至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口的胶带大巷与轨道大巷安装压风管管径为Φ108×4型无缝钢管，管路长1960m，风压为0.6Mpa；3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面安装压风管管径为Φ57×3型无缝钢管，管路最长557m。3、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面每50m设立一组ZYJ型压风自救装置，每组压风自救装置可供6人同时使用；距掘进工作面25—40m设立两组ZYJ型压风自救装置，可供12人同时使用。二、总耗风量计算：Q＝r∑nKq＝1.2×1.1×1.06×3×1×3.8＝15.95m3/min式中：Q——总耗风量，m3/min——管路漏风系数——风动机械磨损消耗峋量增长的系数，宜为1.10-1.15r——高原修正系数，海拔每增长100m，系数增长1%n——同型号风动工具使用系数。K——凿岩机、风镐同时使用系数。q——风动工具耗风量，m3/min三、按最大班下井人数计算：最大班下井人数99人，每人压缩空气供应量0.3m3/min。Q＝0.3×99＝29.7m3/min四、通过以上计算，风动工具总耗风量和人员急救供气量均小于空压机额定容量，压风系统可以满足生产需要。第三节瓦斯防治为保证安全生产，必须严格执行以下瓦斯综合防治措施：1、安全防护措施：（1）在本工作面作业的人员和进出工作面人员必须佩戴隔绝式压缩氧自救器，并能纯熟掌握隔绝式压缩氧自救器的使用方法，否则严禁进入该工作面作业。（2）在地面设立一空压机房，安装两台型号为EAS250—2G螺杆式空气压缩机，管路采用管径为Φ108×4型无缝钢管接至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口，然后用Φ57×3型无缝钢管接至掘进工作面距掘进头25—40m处，在巷道中每100m设立一组ZYJ型压风供水自救装置，每组压风自救装置可供6人使用，压缩空气供应量，每人不得少于0.3m3/min。2、其它安全管理措施：（1）瓦斯检查员必须携带光学甲烷检测仪，安全员、队长、班长、技术员、电工、管理人员等必须携带便携式甲烷检测报警仪，按规定检查瓦斯浓度。工作面专职瓦斯员必须随时检查瓦斯涌出情况。（2）在地质构造附近或煤层赋存条件发生急剧变化地带，应停止作业，向矿调度室报告，待查明因素后，由矿总工程师组织制定措施进行解决。（3）工作面应及时支护，严禁空顶作业。在地质构造带或顶板破碎区域应加强支护。（4）工作面必须实现独立通风，严禁串联通风。必须保证风电、瓦斯电闭锁灵敏可靠。（5）工作面的专业作业人员应保持相对稳定。（6）采区、工作面电气设备必须有专人负责检查维修，并应每旬检查一次防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。（7）该工作面在生产过程中，必须严格执行“三异常”报告、调查、解决制度。（8）加强地质测量和预报工作，地测科应超前预报工作面的地质构造情况，以便及时采用措施。（9）通风部门应经常检查通风系统，发现问题及时报告和解决，保证通风系统的稳定、畅通和可靠。3、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面必须安装KJGISⅡN—F瓦斯监控分站和甲烷传感器，并与矿安全监控中心联网运营，监控系统必须具有风电、瓦斯电闭锁功能和声光报警功能。当工作面瓦斯超限并发出报警时，必须按以下程序进行解决：（1）当3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面瓦斯超限监控系统发出报警、或自动切断掘进工作面所有巷道内的非本质安全型电器设备电源时，掘进工作面的所有作业人员必须立即停止作业，自动撤退至胶带大巷中待命。（2）当掘进工作面发生局部瓦斯超限，其附近20m范围内必须立即切断电源，停止作业，撤出人员。（3）瓦斯超限报警后，无论时间长短、瓦斯浓度大小，工作面专职瓦斯员必须立即查明超限因素，向矿监控室、调度室及跟班矿长报告，并由调度员上报值班矿长和矿总工程师。（4）掘进工作面因停电停风，在恢复通风排放瓦斯时，瓦斯员必须一方面检查停风区内的瓦斯（二氧化碳）浓度，假如瓦斯浓度不超过0.8%、二氧化碳浓度不超过1.5%，同时局部通风机及其开关附近10m范围内瓦斯浓度不超过0.4%，方可人工启动局部通风机排放瓦斯；当停风区内瓦斯浓度超过0.8%（或二氧化碳浓度超过1.5%）、最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯员必须采用安全措施，控制风流进行排放瓦斯，并且检查排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.2%、二氧化碳浓度不得超过1.5%；当停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，必须由矿总工程师制定专项安全措施，并责成通风科派专人进行排放瓦斯。由于其它因素导致瓦期超限时，矿总工程师必须根据查明的因素制定专项安全措施，并派专人负责排放。第四节综合防尘一、防尘供水系统：1、防尘管路系统：地面500m3静压水池4寸铁管主斜井、副斜井4寸铁管胶带大巷、轨道大巷2寸胶管3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面。2、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面转载点防尘系统：在胶带输送机、刮板输送机转载点安装洒水喷头，在各转载点下风侧20m内迎风安装一组风流净化水幕，防尘用水由静压管路系统供应。3、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面防尘系统：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面防尘管每50m安装一组快速三通、阀门装置，用于平时定期冲洗巷道使用；在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面回风口20m处设立1组风流净化水幕，由静压管路系统供水；在巷道中部每隔100m安装一组风流净化水幕。4、掘进工作面防尘系统：在距3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘进头50m范围内，安装一组风流净化水幕，由静压管路系统供水。二、防尘措施：1、割煤时全断面防尘水幕及掘进机内外喷雾应正常使用。2、工作面的所有转载机头必须设立自动喷雾洒水装置。设备运转时，自动启动降尘；设备停止运转时，自动关闭。3、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面风流净化水幕采用静压自动供水系统，定期防尘。净化水幕为常开状态，有人员通过时延时关闭，人员通过后，自动启动。4、工作面锚杆打眼采用湿式打眼。5、定期清理3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面内顶、帮、底板的浮煤，并冲刷巷帮。工作面20m范围内巷道周边煤尘厚度不超过2mm，长度不超5m。6、作业人员进入工作面必须按规定佩戴粉尘防护用品。7、在综掘机后方安装一台KCS—260D型矿用湿式除尘风机，随综掘机向前移动，综掘机开机前必须先启动除尘风机。三、隔爆水棚槽的安装设立及管理：1、根据3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面设计掘进长度，设立s三组隔爆集中水棚。2、隔爆水棚采用阻燃隔爆水袋，容量为60L，型号为GD—6A；每2.0m安装一排，每排安装4个水袋，辅助隔爆水棚每平方米巷道需水量200L，长度不小于20m。3、水棚槽与巷壁支架、顶板及构筑物之间距离不得小于0.1m，水棚槽底部至巷道轨面不小于1.8m。4、工作面隔爆水棚槽必须由通风科防尘员专人管理，每周定期对工作面的隔爆水棚进行检查、注水，并认真填写工作面隔爆水棚管理牌。5、每组水棚水量计算：G=gs=200×11.76=2352L式中：G——总水量，L；g——每m2巷道需水量，L/m2；s——巷道断面积，净断面积11.76m2。6、单架水棚水量：Gn=60×4=240L7、水袋棚架数n：n=G÷Gn=2352÷240=9.8架，取10架8、水棚区长度LL=nc=10×2.0=20m式中：L——水棚区长度，m；n——水袋架数，架；c——水袋间距，m。（后附3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面防尘系统示意图）

第五节防灭火一、根据山西煤矿设备安全技术检测中心对我矿煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检查报告，我矿3#煤层属不易自燃煤层。相邻采区、邻近巷道均无火区。二、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面消防水源来自地面静压水池，水池容量500m3，消防主管路管径DN100，沿主、副斜井、胶带大巷、轨道大巷敷设至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口，分支管路管径变为DN50敷设至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面。三、防灭火措施：1、在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口及3台以上开关处各设立一个消防沙箱（0.5m3）、两台干粉灭火器、一张消防锹、一把消防斧、一把消防钩、一只消防桶；3台（含3台）以下开关设立两台干粉灭火器；在胶带、刮板输送机转载机头设立两台干粉灭火器；掘进机配一台干粉灭火器。所有消防器材必须设立在机电设备上风侧5m处。2、掘进工作面严禁明火作业和电器失爆。3、若电气设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。4、井下使用的易燃物（如棉纱、油类、布头等）必须存放在盖严的铁桶内，定期由专人送到地面，严禁乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼在巷道内。第六节安全监控一、瓦斯涌出变化情况：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面覆盖层较薄，地质构造简朴，瓦斯涌出量变化较小，预计本掘进工作面瓦斯绝对涌出量约1.0m3/min左右。二、安全监控系统：在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口靠进风一侧70m处，安装一台动力馈电开关、一台KJGISⅡN—F型监控分站、一台KDW660/18B电源箱、两台KDG2.5/36断电器、一台KXB1声光报警器、一台KGT20馈电传感器、两台GKT3L局扇开停传感器及一台KGV6风筒风量传感器，甲烷传感器具体规定如下：1、工作面01甲烷传感器设立在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面距掘进头不超过5m的掘进工作面风流中，并且超过风筒出风口50cm，不得挂设在风筒出风口一侧；02甲烷传感器设立在3403上分层运送顺槽距回风绕道口10—15m处；掘进机设有机载式甲烷传感器（03）一台。2、瓦斯传感器应悬挂在距顶板不大于300mm、距煤帮不小于200mm处。3、甲烷传感器浓度设立：项目报警浓度断电浓度复电浓度备注01≥0.8%≥1.2%＜0.8%3403上分层运送顺槽及开切眼掘进面风流02≥0.8%≥0.8%＜0.8%3403上分层运送顺槽及开切眼掘进面回风流03≥0.8%≥1.2%＜0.8%掘进机机载4、分站供电电源取自被控开关的电源侧；信号电缆沿巷道挂设在动力电缆上方0.1m以上的地方，并与风筒、各类管道分别挂设在巷道两侧。5、断电范围：当工作面瓦斯浓度超限时，监控分站切断3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘进巷道内所有非本质安全型电气设备电源。（附安全监控系统布置示意图）

第七节供电一、供电系统：1、在轨道大巷距3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口进风侧315m处安装一台KBSGZY—800/10移动变电站，由采区变电所10KV高压供电。掘进机电源由移动变电站将10KV高压变为660V电压供应，并由工作面配电点低压分控真空智能馈电开关KBZ—400控制，供电距离900m。3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面胶带输送机、刮板输送机、排水泵等动力供电电源，由该移动变电站KBSGZY—800/10/0.66KV低压分控真空智能馈电开关KBZ—400控制，供电电压为660V；供电距离900m。3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面局部通风机采用“三专”、双回路方式供电，并采用双风机双电源自动切换装置，一回路取自采区变电所一回风机专用变压器，变压器为KBSG—315KVA/10/0.66KV，并由低压分控真空馈电开关KBZ—200控制；供电距离600m；供电电压为660V。二回路取自采区变电所二回的备用变压器，变压器为KBSG—315KVA/10/0.66KV，并由低压分控真空馈电开关KBZ—200控制；供电距离600m；供电电压为660V。配电点设立在胶带大巷距3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口靠进风一侧40m处的安全地点，采用风电瓦斯闭锁保护装置。移动变电站低压侧总开关设有检漏继电器、工作面配电点分控馈电开关采用选择性漏电保护方式，对整个供电线路进行绝缘监视。

2、负荷记录：设备名称设备型号单位数量工作负荷备注掘进机EBZ135台1221kw含油泵电机75、二运11胶带输送机DJS800/40/30部130kw刮板输送机SGB620/40部140kw水泵BQW45—22—7.5台27.5kw根据涌水情况配备矿用湿式除尘风机KCS—260D18.5kw合计317kw3、电缆选型：根据掘进工作面设备配置及实际负荷情况，并参照矿用橡套电缆连续允许使用标准值，动力负荷为317kw，拟定掘进机660V供电电缆选用MCP3×95＋1×25＋4×10煤矿用移动屏蔽橡套软电缆；刮板输送机660V供电电缆选型为：MY—3×35＋1×16；局部通风机负荷为22kw，拟定风机专用主供电缆选型为：MY—3×16＋1×6。4、开关选型：馈电开关采用真空KBZ—400和KBZ—200；磁力启动器采用真空QBZ—200、QBZ—120、QBZ—2×120。二、各种电气设备的选型、电压等级、电器保护整定和开关、电缆的配备必须由专职坑电工严格按机电科计算的数据值进行选用、调整，任何人不得随意更改。

第八节排水一、预计涌水量：根据3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面掘进区域的水文地质条件，综合考虑覆盖层的地表砂岩裂隙含水层渗水，预计3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面最大涌水量为0～1.0m3/h，水压小于0.1Mpa。二、疏排水方式及设备：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面沿3#煤层顶板掘进，工作面排水方式掘建临时水仓采用水泵排水。三、水泵选型1、水泵排水能力的拟定Q=1.2Qr=1.2×1.0=1.2m3/h式中:Q——水泵排水能力，m3/hQr——工作面预计最大涌水量，m3/h2、水泵扬程的计算H=Hp/η=7.72÷0.78=9.9m式中：H——水泵扬程，mHp——排水高度（根据巷道实测高程，预计排水高度为7.72m）η——管道效率，（η=0.78）3、水泵选型根据3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面的预计最大涌水量，经以上计算，本掘进工作面选用2台BQW45—22—7.5kw水泵，额定流量45m3/h，额定扬程22m，大于选型计算值，可以满足掘进面排水规定。四、排水管的拟定管径计算：d=√Q/900πv=0.05m式中：d——排水管直径，mQ——额定流量，m3/hV——排水管内径经济流速，取2m/s根据计算，选用一趟直径50mm的无缝钢管为排水管路。三、排水线路：工作面积水（临时水仓）经小水泵排至胶带大巷排水渠自流至三盘区水仓经水泵排至井底主水仓经主水泵排至地面（附排水系统示意图）第九节运输一、运送方式及设备型号：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面采用EBZ135掘进机（转载机）、DJS800/40/30胶带输送机（SGB620/40刮板输送机）运煤。材料设备经轨道大巷运至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口后，由人工将所需材料设备运至工作面。二、运送路线：工作面煤掘进机（转载机）、皮带运至胶带大巷经皮带运至井底煤仓、主井筒经主提高皮带运至地面材料场人力推车至地面车场经主提高绞车运至井底车场人力推车至轨道大巷经梭车运至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口人力3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面（附运送路线系统示意图）第十节井上、下通信一、有线调度固话通信系统：本矿井上、下通信互换机采用KTJ115地面输出本安型数字调度机，安装在监控中心；通信电缆型号为：通信干线采用MHYAV50×2，分支电缆MHYV20×2，工作面通信电缆采用MHYV10×2。沿主、副井筒各敷设一条重要通信线路，分别沿胶带大巷、轨道大巷敷设至3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面。3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面安设的电话机采用KTH-3矿用本安型电话机，电话机设立在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口、转载机转载点、掘进工作面距端头30m—50m范围内，可以直接和矿调度室、监控中心、采区变电所、各转载皮带机头、井下重要水泵房、中央变电所、地面变电所、地面空压机房、井口检身房、井下其它工作面、以及其它各要害场合互相直接联系。通过固定电话机可以实现井上下所有内部电话之间及与井下无线手机之间的通信联系。二、无线通信系统：在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面安装一台KT270R-F1型矿用本安型无线基站、KDW28-18矿用隔爆兼本安不间断电源，井下配备有KT270R-S、KT28C-S3型矿用本安型手机，可以在工作面任何地点实现井上下无线手机之间及无机手机与井上下调度固话之间的通信联系。三、井下广播通信系统：在3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面设立井下DT193型广播系统（每间隔100m安装一台），通过广播音箱可以实现本工作面音箱之间及本工作面与调度室的通话联系与广播通信。第十一节照明及信号一、照明设施：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面口、转载机转载点照明采用型号为BZX—4.0照明信号综保供应电源，照明灯具为DGG60/127（H）防爆灯。工作面不设专用照明，掘进机前有照明，后有尾灯，电源由掘进机电控箱供应，电压为127V。二、提高运送信号装置的种类和用途：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面输送机和调度绞车信号装置均采用BAL2—127（36）G型组合电铃，用于发出调度绞车和输送机的运转、停车、倒车信号；发出主运送大巷皮带机的运转、停车信号，以及紧急停车等其它信号。信号规定为：一停、二开、三倒，乱点为紧急事故信号。岗位工不准离岗，严禁无人运营。岗位工通过点击各种信号，指挥设备正常运营。第六章劳动组织及重要技术经济指标第一节劳动组织为合理安排人员，充足运用工时，提高工效，掘进工作面每班有1名跟班队长负责组织安全生产，配备专职的安全员、瓦斯员、坑电工、其他工种综合作业。各工种由调度室及项目部统一指挥和调度，使各工序紧密衔接，尽量减少和避免互相影响，既要加快掘进进度，又要提高工程质量，做到一次成巷，不留尾工。班组长对工作面本班的安全生产工作负全面责任；瓦斯员负责工作面的“一炮四检”、“瓦斯巡回检查”等瓦斯管理工作；安全员负责顶帮隐患的检查、解决等各项安全工作；坑电工负责输送机、掘进机等机电设备的管理工作。检修班及班后检修工必须对工作面所有设备进行检查、保养，班组长必须组织人员完毕备料、接轨、延伸皮带等工作，保证正规循环作业正常进行。劳动组织配备表序号工种出勤人数在籍系数在籍人数备注一班二班（检修）三班1班组长1112安全员1113瓦斯员1114坑电工1115质检员1116掘进机司机2227支护工448输送机司机11合计127121.238第二节循环作业采用“三八”制正规循环作业（两班生产一班检修，每班八小时），生产班每班保证5个循环，循环进尺0.9m，日进尺9m。（附循环作业图表）

第三节重要技术经济指标序号项目单位数量备注1巷道总长度m5572巷道毛断面m210.263在册人员人384出勤人数人325出勤率%836循环进度m0.97每班循环次数次58日循环次数次109日进度m910日产量吨13511月进度m23412月产量吨351013效率m/工0.5114瓦斯绝对涌出量m3/min1.015锚杆根/m21.3锚杆16锚固剂个/m24.6锚固剂17锚索根/m20.5锚索第七章安全技术措施第一节一通三防一、局扇通风机安全管理技术措施：1、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面选用FBDNO-6.3(22kw×2)对旋轴流式局部通风机，局部通风机由专职瓦斯员进行专门管理，保证局部通风机可以连续运转，不得随意开停局部通风机。2、局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距工作面回风口不小于10m，全风压供应该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，并且保证局部通风机至回风口之间巷道的风速不低于0.25m/s；局部通风机必须放置在专用风机架上，距离巷道底板高度不得小于30cm，距轨道不小于50cm，风机吸风口5m范围内不允许堆放任何杂物。3、工作面风筒由专职瓦斯员进行管理，保证风筒吊挂平直、逢环必挂、无死弯、无破口漏风。风筒接头要严实、无反接头，接头要反压边。4、必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒出风口距掘头保持8--12m。5、本工作面开口时必须装备安全监控分站，安全监控系统必须具有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的所有功能、具有故障闭锁功能，保证在停风、甲烷传感器达成断电浓度时、监控设备发生故障时能自动切断该局部通风机供风巷中的一切非本质安全型电气设备电源，并定期进行校验。6、除运转的局部通风机外，再配备一台同型号同等能力的局部通风机备用。当正常工作的局部通风机因故障切换到备用局部通风机工作时，局部通风机供风巷内应停止工作，排除故障；待故障排除，恢复正常工作的局部通风后方可恢复工作。7、每隔10天必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试，天天应进行一次正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换实验，由专职瓦斯员配合坑电工负责实验工作，实验期间不得影响局部通风。8、局部通风机采用“三专”（专用变压器、专用开关、专用电缆）供电。9、运转风机与备用风机之间安装一趟直径800mm的自动切换风筒，切换风筒采用切换片倒风装置，倒风切换片长度等于风筒直径的1.5～3.0倍、宽度大于1/2风筒周长，经防漏风解决后方可投入使用。切换风筒吊挂必须平直，距离巷道底板高度不得小于30cm，距轨道不小于50cm。二、掘进工作面局部通风管理措施：1、掘进工作面因检修或其他因素需要有计划停电停风时，停电停风单位必须按有计划停电审批程序提前一班提出申请，并制定出排放瓦斯及停送电措施，经矿总工程师组织相关人员会审签字批准后，方可由施工单位按措施停电检修。2、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源、设立栅栏、揭示警标，严禁人员入内，并向调度室报告。停风区内瓦斯和二氧化碳浓度达成3%或其他有害气体浓度超过规定不能立即解决时，通风科必须在24h内封闭完毕。井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每班至少检查一次。3、当掘进工作面风流中瓦斯浓度达成0.8%时，严禁进行割煤、打眼等工作。4、当掘进工作面风流中瓦斯浓度达成1.2%或二氧化碳浓度达成1.5%时，必须立即停止作业，切断电源、撤出人员、报告调度室，查明因素，并采用措施进行解决。5、当掘进工作面回风流中瓦斯浓度达成0.8%或二氧化碳浓度达成1.5%时，必须立即停止作业，切断电源、撤出人员、报告调度室，查明因素，并采用措施进行解决。6、掘进工作面电动机及其开关安设地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达成1.2%时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员，并采用措施进行解决。7、掘进工作面及其回风巷道内体积大于0.5m3的空间，积聚的瓦斯浓度达成2.0%时，其附近20m范围内必须停止作业，撤出人员、切断电源，进行解决。8、因瓦斯浓度超限而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度减少至0.8%以下时，方可人工手动复电。9、掘进工作面专职瓦斯员和巡检瓦斯员每班必须对掘进巷道内的各种硐室进行检查，保证通风良好，并设立检查点，每班检查、报告次数不少于一次，发现问题要及时报告，并采用措施进行解决。10、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。11、瓦斯检查人员严格执行瓦斯检查制度，认真填写各类报表及牌板。每次检查结果，必须填入瓦斯逐日报表、手册、巡回瓦斯报表、瓦斯公布牌，并告知现场工作人员。12、工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。工作面三、综合防尘安全管理技术措施：1、机组割煤时，必须使用内外喷雾，打眼时必须采用湿式打眼。2、本掘进工作面的防尘管路及防尘水幕、喷头等防尘设施，由通风科防尘管理人员专职管理，定期检修，保证防尘系统完好。3、掘进队天天设专人对整个掘进巷道冲洗一次。各转载点喷雾齐全、正常使用，并及时清除浮煤。4、通风科必须在本掘进巷道内安装三组隔爆集中水棚，第一列水棚距工作面60—200m，水量不小于200L/m2。5、通风科必须定期采集测量掘进工作面各作业工序粉尘浓度，当粉尘浓度超过《煤矿安全规程》规定值时，必须立即停止作业，采用措施进行解决。6、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。7、在综掘机后方安装一台KCS—260D型矿用湿式除尘风机，随综掘机向前移动，综掘机开机前必须先启动除尘风机。四、防火安全管理技术措施：1、掘进工作面各转载点、开关配电点、材料堆放点等处必须按规定配备足够的灭火器材，消防管路必须接至掘进工作面。2、消防管路中必须连续保证正常供水，任何人员不得擅自关闭消防管路。3、机电科必须定期检查、校验灭火器。4、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，用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面解决，不得乱扔乱放。5、防止摩擦起火，做好井下机械运转部分的保养及维修工作，使各种设备处在良好的运营状态。五、安全监控管理1、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，并安装在维护方便，不影响行人行车的位置。2、在用安全监控设备必须定期进行调试、校正，甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每10天必须使用校准气样和空气调校一次。3、安全监控设备发生故障时，必须及时解决，在故障期间必须有安全措施。4、瓦斯检查工每班对作业点所有安全监控设备及电缆进行一次全面检查，并使用光学瓦检仪与甲烷传感器进行对照，将对照结果及时报告矿监控室值班员，当两者误差大于允许误差（0-1%±0.1%，1-2%±0.2%，2-4%±0.3%）时，先以读数较大者为依据，采用安全措施并必须在8h之内将两种仪器调准。5、安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，安全监控设备必须具有故障闭锁功能；矿井监控设备必须具有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的所有功能。当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的所有功能。当电网停电后，分站备用电池必须保证巷道监控系统正常运营时间不小于2h。6、监控分站的供电电源必须取自被控开关的电源侧。7、拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线，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营时，必须报告矿调度室并制订安全措施后方可进行。8、领取便携式甲烷检测报警仪时，必须检查便携式甲烷检测报警仪的零点和电压或电源欠压值，不符合规定的严禁带入井下使用。9、甲烷传感器必须设专人负责管理，并定期进行校验，严禁使用已损坏的或失效的传感器。六、停电停风撤人、恢复通风排放瓦斯安全技术措施：3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面必须设专人管理局部通风机，严格执行停电停风撤人制度；因停电停风，在恢复供电、通风时，必须严格执行排放瓦斯安全措施；1、矿井因故停电导致局部通风机停止供风时，3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面的所有作业人员，必须立即停止作业，自动向胶带大巷中撤退；班队长和安全员、瓦斯员必须督促工作面的撤人工作。2、本工作面停电停风，人员撤退至胶带大巷后，班队长、安全员必须及时清点撤退人数，向调度室报告。3、瓦斯员在撤退过程中，必须监测撤退路线及撤人地点风流中瓦斯浓度的变化情况，到达胶带大巷后，用电话定期向调度室报告。4、当撤人地点的瓦斯浓度达成0.8%或全矿井停电停风时间超过10min，立即请示值班矿长，由值班矿长决定将所有作业人员撤退到地面。5、矿井恢复通风、供电后，掘进工作面必须严格执行瓦斯排放制度，当停风的掘进巷道内瓦斯和二氧化碳浓度低于0.8%、局部通风机及其开关附近10m内风流中瓦斯浓度低于0.4%，专职瓦斯员方可直接启动风机恢复正常通风；当停风区内的瓦斯浓度达成0.8%(或二氧化碳浓度达成1.5%)时，由巡检瓦斯员配合工作面专职瓦斯员采用措施控制风流由外向里逐步排放瓦斯；当停风区内瓦斯和二氧化碳浓度超过3%时，必须制定专项排放瓦斯措施，报矿总工程师批准，方可指派专人负责指挥排放。安全员在排放瓦斯恢复通风期间，负责检查解决排放地点的顶帮隐患。6、在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.2%、二氧化碳浓度不得超过1.5%，并且工作面及回风系统内必须停电撤人。7、恢复通风排放瓦斯后，只有当工作面、回风巷风流中的瓦斯浓度减少至0.8%、二氧化碳减少至1.5%以下，进风流中的瓦斯浓度减少至0.4%以下时，经安全员检查顶帮无隐患后，方可告知作业人员进入工作面，恢复正常作业。七、其他“一通三防”安全技术措施：1、3403上分层运送顺槽及开切眼掘进工作面必须严格执行“瓦斯巡回检查”制度，按通风科制定的瓦斯检查点设立计划每班检查次数不少于3次，检查时间必须均匀，严禁空班漏检、假检。2、必须严格执行“通风设施管理制度”，除通风管理员外，任何人不得擅自改变本掘进工作面的通风设施。3、测风员必须定期测风，严禁本掘进工作面出现循环风。4、必须严格执行“三异常”（瓦斯涌出异常、煤层赋存异常、构造异常）报告、调查、解决制度。当掘进工作面出现“三异常”现象时，必须立即暂停作业、切断电源、撤出人员，上报调度室、矿总工程师，制定专项安全措施进行解决。第二节顶板一、松软煤层、地质破碎带掘进巷道的安全技术措施：1、坚持超前支护，割煤时要时刻注意顶板、煤壁的变化，严格执行敲帮问顶制度，发现问题及时解决。2、煤层松软、顶板破碎的地段，无法有效控制顶板时，或出现工作面压力增大、顶板不完整时，可缩小一次进尺（缩小空顶距），在顶板下及时铺设铁丝顶网打临时锚杆加强维护或及时加设临时点柱等，防止冒顶事故发生。3、顶板破碎严重或遇地质构造带时，可先割上部，待顶板支护完毕后，再割底煤。在拆除临时控制顶板的柱、梁时，必须严格执行先支后回的原则。4、遇地质构造或顶板破碎时，应根据变化限度，及时缩小锚杆、锚索间排距来调整支护参数或采用应急措施及时进行解决。5、已经发生冒顶的地段，要单独进行解决，解决人员必须在支护掩体下作业。解决前，必须一方面将漏顶地段附近的作业人员撤到安全地点，派专人加固冒顶区附近完好的支架，再由外往里逐段进行解决；解决过程中，必须有安全员现场观测顶板，并进行指挥解决工作。二、前探支护，严禁空顶作业的安全技术措施：1、掘进机割煤后，必须立即将两根前探π型钢梁向前伸至掘头煤壁，在前探梁上放置菱形铁丝网，并用勾板或方木勾顶、用木楔打紧背牢后，使铁丝网紧贴顶板，方可允许作业人员进入工作面作业。2、所有作业人员必须在支护掩护下作业，严禁任何人员擅自进入未支护的空顶中作业。三、其他顶板控制安全技术措施：1、铺网时，菱形铁