煤矿掘进工作面作业规程全套

煤矿掘进工作面作业规程目录第一章概况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第二节煤层赋存特征2第三节地质构造3第四节水文地质3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6第三节支护工艺12第四节矿压观测22第四章施工工艺23第一节施工方法23第二节掘进机作业24第三节装载运输25第四节管线布置27第五节设备及工具配备27第五章生产系统28第一节通风28第二节瓦斯防治33第三节综合防尘34第四节防灭火36第五节压风系统与供水施救37第六节安全监控39第七节供电系统43第八节排水系统46第九节运输系统47第十节照明、通讯和信号47第六章劳动组织与主要技术经济指标48第一节劳动组织形式48第二节作业循环49第三节技术经济指标表50第七章工作面重大风险管控51第一节瓦斯重大风险管控51第二节水害重大风险管控53第三节火灾重大风险管控58第四节顶板重大风险管控61第五节瓦斯重大风险管控62第八章安全技术措施67第一节一般安全技术措施67第二节一通三防68第三节防治水74第四节顶板管理78第五节机电管理83第六节掘进机管理88第七节机械设备危害因素公示制度97第八节空压机、管路的管理98第九节运输管理99第十节工作面防静电的“三断”施工105第十一节其他106第九章探放水设计108第十章紧急避险及灾害应急措施132第一章概况一、巷道名称本作业规程所掘巷道为3710运输顺槽掘进工作面。二、掘进的目的及用途3710运输顺槽巷道是为3710综放工作面服务的，用于3710综采工作面的进风、运输、行人、运送物料和铺设相关管路等。三、巷道设计长度和服务年限设计长度：3710运输顺槽计划长度为960米；（根据地测科实测图纸提供）服务年限：3710综采工作面回采结束。（附图：3710运输顺槽位置示意图）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水平一采区515-570米水平工程名称3710运输顺槽掘进工作面地面标高+700－+707.6米井下标高515米－570米地面相对位置建筑物小井及其它该工作面地表为低山丘陵区，无村庄；地面标高在＋700－+707.6米之间；工作面地表为耕地、山坡。井下相对位置对掘进巷道的影响该工作面沿3#煤层底板掘进，开口位于3700阶段三级运输巷内距离3700阶段二级运输巷199m；向东掘进960米；地面周围无建筑物和其他设施，不会造成地面其他影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响工作面位于3700阶段三级运输巷东，其北为实体煤；南为实体煤；东为实体煤；西为3700阶段三级运输巷；邻近巷道不会对本掘进工作面造成影响，但在作业过程中要加强顶帮管理，确保工作面现场作业安全。第二节煤层赋存特征一、煤层厚度根据《煤矿生产地质报告》可知，该掘进工作面煤层平均厚度约为5.67米。二、煤层产状煤层走向北东；倾向北西；倾角3―9度。三、煤层结构该掘进工作面煤层属比较稳定性煤层，煤层赋存稳定；煤硬度为f=3－4；工作面在将来回采时容易片帮，煤层注水困难。四、煤质黑色——灰黑色，宏观煤岩类型以亮煤为主，夹镜煤条带；均一条带状结构，层状构造，内生裂隙发育；显微煤岩组分，镜质组占绝对优势，含量为72.9～89.4％，丝质组含量为4.2～13.2％，无稳定组分,镜质组以均质体为主，基质体次之，丝质组以丝质为主。矿物以粘土矿物为主，多呈团块状，少量呈细小散粒状，见少量微炭泥和碳酸盐矿物。五、地层综合柱状（附图：煤层综合柱状图）六、煤层瓦斯涌出量及瓦斯等级根据煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告：2018年矿井瓦斯等级测定，矿井相对瓦斯涌出量为17.70m3/t，绝对瓦斯涌出量为35.23m3/min；二氧化碳相对涌出量为1.63m3/t，绝对涌出量为3.25m3/min，属高瓦斯矿井。七、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性根据省煤矿设备安全技术检测中心鉴定报告得知：（一）煤尘爆炸性：煤尘无爆炸性。（二）自燃倾向性：自燃等级为III，属不易自燃煤层。八、地温、地压、陷落柱及岩浆岩根据对我矿井和周边生产矿井的调查，井田范围及周围矿井没有发现地温和地压异常现象，属地温和地压正常区。井田内未发现陷落柱和岩浆岩侵入。九、根据《限公司煤矿防治水分区管理论证报告》可知:3710运输顺槽掘进工作面在可采区范围内，在施工过程中严格按照地测科制定的《探放水设计》进行施工，确保防治水方面的安全。第三节地质构造根据二0一六年中煤地质工程总公司《煤矿生产地质报告》及地测科所提供《3710运输顺槽地质说明书》和相邻掘进工作面掘进情况得知：该掘进工作面在掘进过程中不会遇到地质构造,但会遇到原开采旧巷影响，施工中若发现顶板压力增大、有片帮或其他隐患时，要及时缩小支护架距或加强支护方式，确保现场作业安全。第四节水文地质一、含水层分析3710运输顺槽工作面现掘3#煤层，以顶板砂岩为直接充水含水层的裂隙充水矿床，据区域资料显示，充水含水层富水性较弱，井下正常涌水量为45.5m3/h，最大涌水量为75.6m3/h，奥灰水位在于3号煤层之下，且不会构成煤层底板突水危险。二、其他水源分析１、大气降水：大气降水通过3号煤上覆不同成因的基岩裂隙及松散堆积物孔隙在裂隙沟通的情况下进入矿坑，成为矿坑充水的间接但重要的补充来源；矿坑涌水量受降水的季节变化影响，具有明显的动态变化特征。２、地表水：矿区位于沁水煤田向斜东南翼，地貌类型属侵蚀低山丘陵区，区内地形西南高北东低，冲沟发育，属黄河流域沁河水系芦苇河支流，区内无大的地表河流，主要水源为大气降水，雨季时节，沟谷有短暂的洪流出现，平时干枯，对开采影响不大。三、涌水量井下正常涌水量为45.5m3/h，最大涌水量为75.6m3/h。四、3710运输顺槽工作面水害分析项号预测水害地点采掘队工作面上下标高煤层采掘时间水害类型水文地质简述预防及处理意见责任单位名称厚度/M倾角/度综掘队515米－570米3#平均5.673-92019.7中等3710运输顺槽掘进工作面地表地貌主要为低山、坡地，一般不会形成积水，区内无池塘、水井等地表水体存在；所以，地表水一般不会对3710运输顺槽工作面掘进造成较大影响，但雨季时需要加强地表调查，防止因雨季时形成的洪水通过地表塌陷及裂缝溃入井下；3710运输顺槽内水文地质情况中等；掘进过程中要加强探放水；掘进过程中可能会出现少量顶板滴、淋水(砂岩裂隙水)现象，随时间推移会很快疏干，对施工影响不大。施工过程中要严格执行有掘必探，先探后掘，严格执行探放水设计进行超前钻探，严禁未进行超前钻探而施工；发现异常情况及时向防治水科室汇报，待隐患排除后方可作业，工作面掘进期间保证涌水流能顺畅的流入临时水仓，保证水仓能够有效的运转，满足排水要求。综掘队第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置依照3710运输顺槽工作面设计，该顺槽沿3#煤层底板掘进，开口位于距3700阶段三级运输巷199米处，在此处以方位角90度向东沿煤层底板掘进875米，向前多掘进3米用来做绞车硐室。3710运输顺槽开口时，在3700阶段运输巷三级运输巷距3700阶段二级运输巷199米处左帮开口，沿煤层底板掘进，掘进前70m采用树脂加长锚固组合锚杆支护，并进行锚索补强，矩形断面宽×高＝4.2m×2.8m（±10cm）；70米后掘进采用工字钢支架支护，梯形断面(上毛宽3.5m，下毛宽4.4m，高3m，S毛=11.85m2；上净宽3.1m，下净宽3.8m，净高2.7m,S净=9.32m2)；临时支护采用前探梁支护，永久支护采用钢棚支护，并适当锚索补强。（附图：巷道施工断面图）若在掘进过程中出现顶帮松软破碎、顶板冒落等情况时，利用自制钢棚配合穿钢针进行支护，穿钢针以2~3度的仰角进行控制工作面前方的顶板（钢针规格为3米长的28#圆钢），钢针行距为20cm，排距为1.2m，所打钢针为扇形布置，必须辐射至两帮；根据现场实际情况，利用钻机打眼并安设钢针；只有当钢针打好后方可进行割煤工作、钢棚支护，确保钢棚支设可靠；以便安全顺利通过顶帮松软、冒落地段。前方3米可用作绞车硐室，规格为：宽×高×深＝3.6×2.8×3米，以备搬家时安装绞车。第二节支护设计一、支护方式该掘进巷道前70米采用树脂加长锚固组合锚杆支护，并进行锚索补强。70米后采用3300mm的20MK120型号工字钢梁、2850mm的20MK120型号工字钢腿、“六六”盘帮背顶的支护方式进行支护，顶帮铺设的金属网，同时不局限于“六六”盘帮，确保现场安全。如现场顶帮条件满足锚网支护时，可采用锚网代替钢棚进行支护，支护形式与巷道前70米支护一致，如巷帮无法支设锚杆时，必须利用单体柱配合穿板进行背帮支设，单体柱初撑力符合要求，防倒绳齐全可靠，确保背板背紧背实。（一）支护方式1、临时超前支护前70米采用前探梁配合背板进行支护，前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，长度3.0m，用树脂锚杆和吊环固定，吊环采用20mm厚钢板加工制成的可调节吊环，每根前探梁不少于2个吊环；吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2块，锚固力不小于80kN/根；前探梁最大控顶距离1.2m。前探梁数量为两根，间距为1.8m，每根前探梁用两个吊环与顶板锚杆固定。70米后工作面顶板完好（完好顶帮）情况下迎头采用两根前探梁配合背板、铁丝网临时护顶，前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，长度2.0m，每根前探梁不少于2个吊环，采用吊挂的形式固定在迎头两架钢梁上，钢梁上的吊环距离钢腿1.0m，前探梁前端上放背板，与顶板之间接顶严实进行超前护顶，背板规格为：长3.2~3.5m，宽50~70cm，厚6~8cm。工作面顶板破碎（不完好顶帮）时，必须采用穿钢针进行超前支护，避免矸石滑落伤人；在此基础上利用木梁、铁丝网配合单体支柱进行临时支护。工作面迎头必须常备3～5根3.15m的DW31.5/100型单体支柱，以配合前探梁进行临时支护。出煤时，工作面迎头要打好背帮柱和背板，两帮破碎时要提前在两帮打好背帮柱和背帮板进行超前支护，防止迎头、两帮煤矸溜滑、煤壁片帮、顶板冒落等造成伤人事故。（附图：临时超前支护图）2、永久支护（1）前70米顶板锚杆的形式和规格：我矿选用目前最常用的MSGLW-335/20×2000型,无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm（±10mm），极限抗拉强度≥490MPa，屈服强度≥335MPa，延伸率≥15%；杆体尾部螺纹承载力≥105KN，采用滚压加工工艺成型。托板：采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为130×130×8mm，托盘承载力≥105KN。钢筋梯规格：选用直径为12mm的钢筋来制作钢筋梯。顶板钢筋梯长度3800mm，宽度80mm，限位孔间距900mm。网片规格：采用10#铁丝编制的金属网护顶，使用的网片规格为1200×10000mm，网孔规格均为50×50mm的菱形网，与前一网片搭接都不少于15cm，且保证搭接长度及强度符合规定。锚固方式：树脂加长锚固，顶板每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。锚杆的锚固长度0.9m，锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m。锚杆布置：锚杆排距为900mm，每排5根锚杆，间距为900mm。锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与铅垂线成10°，其余的垂直于顶板。锚索：巷道在掘进过程中，顶板锚索为呈“2-1-2-1”布置，排距为2.7m（三排锚杆），对于任意相邻的两排锚索，第一排为两个锚索，（布置于顶板两侧，间距为1400mm，距两帮的间距为1400mm），另一排为一个锚索（位于前一排锚索的中间位置）；本工作面所安设锚索型号为：SKP18-1/1860，规格为：φ17.8×8300mm；每根锚索采用MSCK2335（两卷）、MSK2360（两卷）两种速度的树脂药卷进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN；锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为20mm；如在掘进过程中如顶板较破碎，可适当加打锚索和缩小支护距离进行加强支护。前70米巷帮锚杆的形式和规格：采用与顶板一样钢锚杆进行支护，选用目前最常用的MSGLW-335/20×2000型,无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体，长度为2000mm（±10mm），极限抗拉强度≥490MPa，屈服强度≥335MPa，延伸率≥15%；杆体尾部螺纹承载力≥105KN，采用滚压加工工艺成型；托板：钢锚杆采用拱形高强度铁托板，力学性能和锚杆杆体配套，规格为130×130×8mm，托盘承载力≥105KN。运输顺槽巷帮钢筋梯规格图钢筋梯规格：两帮钢筋梯长度2600mm，宽度80mm，限位孔间距800mm。规格如图所示；采用直径为φ12mm圆钢焊接而成。网片规格：采用10#铁丝编制的金属网护帮，使用的网片规格为1200×10000mm，网孔规格均为50×50mm的菱形网，与前一网片搭接都不少于15cm，且保证搭接长度及强度符合规定。锚固方式：树脂加长锚固，巷帮每根锚杆选用MSCK2335（一卷）、MSZ2360（一卷）的树脂锚固剂，一卷为超快速，另一卷为中速。锚杆的锚固长度0.9m，钢锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m。锚杆布置：锚杆排距为900mm，每排每帮4根锚杆，间距为800mm。锚杆角度：靠近顶、底板的巷帮锚杆安设角度与水平线成10°，其余的垂直巷帮。在巷道掘进过程中，为防止顶部和巷帮锚索喷射，因此在掘进过程中，顶、帮部锚索应设置防外射装置；具体方法如下：①、巷道掘进过程中，每安装一个锚索要及时安装防外射装置铁管。②、防外射装置铁管由矿机电科所做。③、防外射装置铁管直径必须比锚索直径大2~3mm，长度统一，以便锚索能够放置进去。④、防外射装置铁管安装完毕后，必须用12#铁丝将其连接至顶、帮网或顶、帮钢筋梯上，并连接牢固。（2）、70米后采用3300mm的20MK120型号工字钢梁、2850mm的20MK120型号工字钢腿、金属网片（1200mm×10000mm）、拉杆（80、60、30cm）、木楔（规格：厚：薄处2mm，厚处12~15cm，宽：10~15cm，长20~25cm）、穿板（顶网）进行永久支护；穿板规格：由直径不小于16cm的硬质木头从中间一分为二作为穿板材料时；穿板（穿板规格：架距为0.8米使用穿板长度为1.2m，架距为0.6米使用穿板长度为1m，宽：14~18cm，厚：7~9cm）木楔规格：厚：薄处2mm，厚处12~15cm，宽：10~15cm，长20~25cm；采用10#镀锌铁丝编制的金属网护顶帮，使用的网片规格为1200×10000mm，网孔规格均为50×50mm的菱形网，与前一网片搭接都不少于15cm，且保证搭接长度及强度符合规定。巷道在掘进过程中，开口时根据现场实际情况安设锁口锚索，顶板锚索为呈“双锚索”布置，布置两根锚索位于顶板两侧，距两帮的间距为1000mm，所安设锚索型号为：SKP18-1/1860，规格为：φ17.8×8300mm；每根锚索采用MSCK2335（两卷）、MSK2360（两卷）两种速度的树脂药卷进行锚固，安装预紧力不低于100kN，不高于120kN；锚索托盘为300mm×300mm×16mm的方形钢板，其中心孔径为20mm；如在掘进过程中如顶板较破碎，可适当加打锚索和缩小支护距离或采用φ21.8mm锚索进行加强支护。质量要求1、质量要求（1）柱窝深度不小于10cm，棚口合正、合严，顶帮要用耙板、木契背紧打牢。（2）平巷支架（支柱）垂直顶底板；斜巷支护有一定的迎山角度，坡度5°-10°迎山1°-2°，坡度10°-15°迎山2°-3°，做到迎山有力。（3）耙板背匀、背牢，尽量成一线，梁两端保持水平，不能有空头架,架腿成一线，梁与中线垂直。（4）巷道净宽、净高允许误差-10cm～+10cm；中线允许误差±5cm。（5）每项工序必须经当班专职安全员验收合格后，方可进行下一项工作；在作业过程中，由当班质检员循环进行检查，发现不合格的必须进行重新施工，经质检员检验合格后方可进行相应的施工工作。（6）锚索施工规定①必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔；②锚索孔深度误差为0-50mm；③锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度允许偏差为±2°；④锚索间排距允许偏差为±50mm；⑤钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于150mm，不得大于250mm，锚索施工完成后，必须加防护套；⑥锚索施工后，必须对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉；⑦锚索距迎头最大距离达到排距时必须及时支设；⑧加强锚索应力值监测，当预应力降低20%时，可进行锚索的二次张拉，以增加锚索的预应力；⑨对空口部分的钢绞线可预先涂上一层油脂，以防钢绞线发生严重锈蚀而影响锚索的预应力和承载力。（7）锚索安装质量检测锚索安装间距、排距、安装角度和锚索外露长度的检测方法和间隔时间，同锚杆监测方法；锚索预紧力的检测用张拉设备进行，锚索预紧力最低值应不小于设计预紧力的90%。(锚索、锚杆换算系数1Mpa=5KN)三、最大控顶距和最小控顶距最大控顶距为1.2米，最小控顶距为0.3米。（前70米）；架距为0.8米时，最大控顶距为1.2米，最小控顶距为0.4米（架距为0.6米时，最大控顶距为1.0米，最小控顶距为0.4米）（70米后）。（附图：工作面最大、最小空顶距示意图）第三节支护工艺一、支护材料1、临时支护前70米采用前探梁配合背板进行支护，前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，长度3.0m；背板规格为：长3.2~3.5m，宽50~70cm，厚6~8cm；70米后采用前探梁配合背板进行支护，前探梁采用6.3kg/m的槽钢对焊制成，长度3.0（2.0）m；背板规格为：长3.2~3.5m，宽50~70cm，厚6~8cm。2、永久支护前70米采用锚网支护，锚索补强；70米后采用3300mm的20MK120型号工字钢梁、2850mm的20MK120型号工字钢腿、φ18mm的拉杆（800mm）、矿自制木楔（规格：厚：薄处2mm~厚处12~15cm，宽：10~15cm，长20~25cm）、背板规格：由直径不小于16cm的硬质木头从中间一分为二作为背板材料时，长度根据架距而定，架距80cm，背板为100~120cm长，架距为0.6米使用穿板长度为1m，宽：14~18cm，厚：7~9cm，备用顶网。二、支护过程（一）前70米的支护工艺1、在掘进机割完煤后,安全员监督，将掘进机至少退后4米至永久支护完整的安全地段并放下截割臂，切断掘进机电源并闭锁，盖好截割头护罩；先由当班瓦斯员和安全员及时进行瓦斯检查和敲帮问顶检查，确认瓦斯不超限和无冒落片帮等危险后，进行临时支护；首先支设工作面平台，必须保证所支设平台的平稳，其次向前连接顶网（铁丝网片），顶网连接完毕后，上顶钢筋梯并及时向前移动前探梁，并用背板和木锲固定牢固；临时支护完成后，在工作面掌头煤壁打不少于2根玻璃钢锚杆配合木托盘进行护帮，在工作面煤壁确认安全后，在进行顶锚杆的永久支设工作，顶锚杆支设完毕后，方可进行巷帮的支护工作；如割煤后，巷帮存在“油口”或煤质松软时，先支设玻璃钢锚杆或背帮柱进行临时支护，确保安全无隐患后方可进行支护工作，并根据实际情况缩小锚杆、锚索的间排距或加打锚杆、锚索进行加强支护；玻璃钢锚杆采用拱形高强度塑料托盘，力学性能和锚杆杆体配套，规格为120×10mm，托盘承载力≥70KN；木托板长500mm,宽200mm,厚50mm,板的中心有孔,孔的直径为42mm。2、利用掘进机落煤，落煤通过DSJ80/40/2×40可伸缩皮带输送机（SGB420/30刮板输送机输送机）进行运煤，先由当班瓦斯员和安全员及时进行瓦斯检查和敲帮问顶检查，确认瓦斯不超限和无冒落片帮等危险后，进行临时支护，在临时支护完成后，再进行永久支护支设工作。3、顶板锚杆施工工艺掘进出煤→敲帮问顶找掉危岩→联网→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→向钻孔内放入药卷→在锚面）→托上钢筋托梁杆尾部套上托板并拧上螺母（拧上4~5扣即可）→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→转动钻机至规定时间（一般为15~30秒）→停止搅拌但保持钻机推力至规定时间（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。4、帮锚杆施工工艺：接金属网→上钢筋托梁→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时间（一般为15~30秒）→停止搅拌并等待至规定时间（一般为1分钟）→用扳手拧紧螺母至拧不动为止→安装其它帮锚杆。5、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时间（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，不低于100kN，不高于120kN→安装防外射设施。6、技术要求为保证工作面现场管理及安全，顶锚杆和帮锚杆严禁平行作业，以防工作面现场管理混乱，且必须按要求按设计尺寸施工，保证巷道成形质量，不得欠挖，超挖不得超过150mm（不可抗拒的冒顶和片帮除外），不得在空顶空帮下作业，严格控制控顶距。7、安装顶板锚杆①当顶板比较破碎时，应视具体情况适当缩小掘进的进尺及锚杆的排距，安装锚杆前必须支设临时支护，严禁空顶作业。②锚杆孔采用单体风动锚杆钻机完成，先用1.0m的短钻杆，反换2.0m的长钻杆，采用φ27mm的岩石钻头，钻孔时锚杆机升起，使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机进行钻孔，孔深要求为1910~1940mm，并保证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先放入1支MSCK2335超快速树脂药卷，然后再放入1支MSZ2360中速树脂药卷，锚杆杆体套上托板及带上螺母，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。④利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家要求严格控制（一般为15~30秒）；同时要求搅拌过程连续进行，中途不得间断；停止搅拌后保持推力等待1分钟左右后再移动钻机。⑤利用锚杆机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力；拧紧力矩不低于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：锚杆螺母外锚杆丝扣10—50mm之间。8、安装巷帮锚杆巷帮锚杆钻孔采用帮锚杆钻机完成（帮锚杆风钻型号为MQS-50/1.7），孔深要求1910~1940mm，并保证钻孔角度偏差不大于5°，采用帮锚杆钻机搅拌；拧紧力矩达到120N·m，锚杆锚固力≥70KN，杆体抗拉强度≥300MPa。9、安装锚索（1）采用单体锚索钻机配B19中空六方接长钻杆和φ28mm双翼岩石钻头钻孔，孔深控制在8210~8250mm之间，并保证钻孔角度偏差不小于5°。（2）先放入两卷MSCK2335超快速树脂药卷，然后依次放入MSZ2360中速树脂药卷两卷，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，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间（一般为15~30秒）；停止搅拌后等待至规定时间（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），之后卸下千斤顶。（5）张拉后锚索外露应控制在150-250mm以内（包括托板和锚具）。（6）锚索的排距误差和锚杆排距误差应相对应。（7）要求锚固长度为不小于1800mm，预紧力不低于100kN，不高于120kN。（二）70米后的支护过程支护工序割煤——联结、铺设顶网——临时支护——永久支护1、临时超前支护（1）割完煤后,安全员监督，将掘进机退后4米至永久支护完整安全的地段并放下截割臂，切断掘进机电源并闭锁，盖好截割头护罩）；先由当班专职安全员利用长柄工具及时进行敲帮问顶，清理好退路，确认无冒落片帮等危险后，进行临时支护；先在永久支护下进行联网，铁丝网宽为1.2m,联网质量要符合标准要求。每根前探梁采用两个专用吊环固定在迎头两架钢梁下，钢梁上的吊环距离钢腿1.0m，吊环循环使用。（2）顶帮完好时，联网后，前探梁前移0.7（0.5）m，将顶网背于前探梁上方（铁丝顶网在前探梁前移前已连接好，横向铺设，每架一条，相邻网边搭接并用14#铁丝双股联结拧紧且不少于3匝，联结点间距不超过10cm），在前探梁与铁丝网之间将六块勾顶板均匀布置于预支设钢梁与铁丝网之间并与前一永久支护钢梁搭接（搭接外露长度不小于5cm），然后将木背板安装在前探梁前端上方，在前探梁与木板间打木楔，使前探梁前后接顶严密，背紧背实，在紧靠前探梁前端将钢梁放置于两根单体液压支柱柱帽上，缓慢注液升柱（支设的两根单体柱不得影响安装架腿）直至支柱升紧，支柱支设好将捆绑于支柱上的防倒柱绳钩挂于铁丝网上防倒。（3）顶帮破碎或特殊情况时，利用穿钢针进行超前支护，穿钢针以2~3度的仰角进行控制工作面前方的顶板（钢针规格为3米长的28#圆钢），钢针行距为20cm，排距为1.6（1.2）m，所打钢针为扇形布置，必须辐射至两帮；根据现场实际情况，利用钻机打眼并安设钢针；钢针安设完成后利用单体液压支柱托木梁的方式将铁丝网顶起与顶帮接实进行临时支护控顶，人员站在钢针、铁丝网、木梁、单体柱联合掩护下将背板穿入已经搭设好的钢梁上。背板穿好后，在不拆除原有单体液压支柱的情况下，支护人员再次采用单体液压柱托木梁的方式将背板托起进行超前控顶。木梁托起以后及时将前探梁紧跟迎头前移。然后将前探梁与木梁进行背实，完成超前支护后对单体液压柱进行泄液回收。顶板破碎较严重时可以采用液压支柱挤托多排木梁的方式一梁三柱进行临时支护，在临时支护的安全掩护下进行出煤、永久支护等作业。（4）为了有效防止迎头煤矸溜滑造成冒顶现象，顶板临时支护好后迎头要打好立柱（背帮柱）和栏板。（5）顶板破碎严重时，采用并排托木梁缩小空顶间距的方式进行超前控顶，配合铁丝网、单体柱、前探梁进行临时支护。2、永久支护1、联网:一循环永久支护结束后，支护作业人员站在永久支护之下，利用上一架钢棚作业时所铺顶网进行联结顶网，网与网之间搭接长度不小于20cm,每10cm联结一扣，实行“一扣三扭”，联网丝用14#镀锌铁丝。2、铺顶网、上背板:割煤结束后，先由当班专职安全员及时进行敲帮问顶，清理好退路，确认无冒落片帮等危险后，排除隐患后，支护人员在永久支护之下，用前探梁将铁丝网托起至与顶板接实，支护人员在钢棚上按“六六盘帮”方式布设好六根背板，背板上好后，方可进行下一步作业。3、架设钢棚:待顶部背板支设完毕后，利用两根单体柱和防坠落钢丝绳利用顶梁两边“耳朵”将顶梁先安装到位并利用单体柱进行临时固定，钢梁到位后根据挂好的垂线和激光指向仪左右调整支架，严禁支架前倾后仰，作业人员必须保证身体的任何位置在支护下进行，不得在空顶下作业，顶梁固定牢靠后方可进行梁腿的安设工作，使用风镐挖柱窝，梁腿保证不小于10cm的柱窝；待梁腿安装完毕后，进行两侧背板的安设工作，最后在利用木楔使背板贴紧煤壁（顶板）并符合有关规定，最后在上连接拉杆。采用钢棚支护的掘进工作面距迎头至少10架范围内，必须对钢棚采取防倒措施，即使用自制防倒装置安设在钢棚上，每两架顶帮共安设四根，顶板左右距巷帮30cm处各安设一个，巷帮距底板70cm处左右各安设一根，防倒装置必须安设牢靠、紧固，确保钢棚支护有效安全。若顶帮松软时，在支设作业完成后，在梁腿距顶、底板0.5-0.8米处在其两边进行钢锚杆（两根）支设作业，利用钢锚杆配合钢托盘进行帮钢腿的永久固定，确保钢锚杆的锚固长度不小于0.9m，锚杆安装的预紧力矩不低于120N.m，锚杆锚固力≥70KN，杆体抗拉强度≥300MPa，以便能够更好的加固钢棚，防止钢棚翻到伤人。4、构顶作业（人造假顶）当顶板破碎时，顶板冒落造成永久支护的钢梁与工作面顶板会有较高的落差，需进行木垛构顶使钢棚接顶严实，支撑有力。构顶时，作业人员应先对顶板情况进行仔细分析，根据顶板情况对顶板进行分类，确定破碎顶板、较完好顶板、完好顶板和坚硬顶板，然后根据顶板分类情况确定临时支护方式；临时支护时，作业人员应首先进行“敲帮问顶”，处理活矸活炭隐患后方可进行构顶作业。顶板破碎冒落巷道断面高度低于3.5米时，割煤后在迎头煤堆处掏柱窝用单体柱托木梁或背板顶起提前铺设的铁丝网与顶板接实，木梁或背板与顶板接实后再打两根单体柱将木梁与背板与顶板托紧进行控顶，然后开始架设钢棚打木垛。顶板破碎冒落巷道断面高度高于3.5米时，割煤后应利用煤矸石堆高度及时将超前钢梁伸至迎头，在超前钢梁上搭设两根背板，背板上方布置木梁然后用两根单体柱将其顶起与顶板接实，构成人工假顶有效控制顶板，然后再在其下及时搭设“井”字木垛，木垛打好后按照“先支后回”的原则交替替换影响搭设木垛的单体支柱，依此办法，交替使用单体柱配合超前钢梁有效控制好木垛构成人工假顶，刹牢背紧木垛后，人员站在临时支护掩护下出煤出渣、架设钢棚。5、补强支护：（1）、对于顶板压力大，钢梁、钢腿出现变形时在钢棚下必须补打点柱进行补强支护，补打点柱采用合适长度单体液压支柱，所有补打点柱必须设置防倒。（2）、巷道在开口时，如压力大或为了方便控制顶板可调整架距为0.6米1架；待正常后调整为0.8米1架；（3）、支架间支设拉杆，每架四根，左右各两根；耙板“六六”接顶联帮，如顶帮破碎，不局限于“六六”盘帮；割煤前把钢棚支护跟至最小空顶距；最小空顶距0.4m，最大空顶距1.2m。进行临时超前支护、永久支护时，均由当班队长负责组织人员实施，当班专职安全员全程监督，确保作业安全。（4）、为了能够更好的控制开口处的顶板必须执行以下有关规定：①在开口处施工时，必须由当班专职安全员和队长首先处理顶帮隐患，在确认无任何隐患的情况下，方可进行其他作业任务。②如遇压力增大时，可适当在钢棚支护之间利用单体柱配合π型梁进行加强支护，必须使用三根单体柱，确保支护安全可靠有效；如底板松软，单体柱及钢棚支护必须穿戴柱靴，单体柱必须安设防倒柱钢丝绳，π型梁必须安设防坠落钢丝绳，确保支护有效。③如遇顶帮松软冒落时，钢棚支护好后，在每架上方以2~3度的仰角打钢针进行控制前方顶板（钢针规格为3米长的28#圆钢），钢针行距为20cm，排距为1.2m，所打钢针为扇形布置；只有当钢针打好后方可进行下一架相应工作；距离工作面30米范围内，必须备用工作面所需材料（单体柱：3根，棚架：2架，所需的耙板、木锲等）。（4）、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时间（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，不低于100kN，不高于120kN→安装防外射设施。（5）、安装锚索①采用单体锚索钻机配B19中空六方接长钻杆和φ28mm双翼岩石钻头钻孔，孔深控制在8210~8250mm之间，并保证钻孔角度偏差不小于5°。②先放入两卷MSCK2335超快速树脂药卷，然后依次放入MSZ2360中速树脂药卷两卷，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，待锚索全部插入钻孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间（一般为15~30秒）；停止搅拌后等待至规定时间（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），之后卸下千斤顶。⑤张拉后锚索外露应控制在150-250mm以内。⑥锚索的排距误差和锚杆排距误差应相对应。⑦要求锚固长度为不小于1800mm，预紧力不低于100kN，不高于120kN。第四节矿压观测一、观测对象：3710运输顺槽。二、观测内容：单体柱的初撑力、钢棚的变形量、顶板及两帮变形量。三、观测方法：1、巷道表面位移监测法巷道每100-150米设置一个巷道表面位移监测站，如若特殊巷道段必须在特殊段设一监测断面，每个监测站共设三个监测剖面，每个剖面的测点采用“十”字布置；测点应在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向标记明显记号，用测线绳和皮卷尺测量相关数据，通过计算的到顶板下沉量、底鼓量及两帮位移量；质检员负责表面位移监测站的安设和日常观察，正常作业期间，每天测试一次，并建立台账；发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，及时向有关领导或部门汇报，部门召集有关人员调查分析原因，并采取相应的安全措施。2、若顶板压力增大时，需要在钢梁下方支设单体柱进行加强支护，单体柱和钢梁必须齿合严密、支设牢靠、迎山有力，并安设防倒钢丝绳；若顶板完整时，单体柱初撑力不得小于90KN（11.4Mpa）；若顶帮松软或特殊地段时，根据《煤矿安全规程》第101条规定：采煤工作面必须及时支护，严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固，并有防倒措施。严禁在浮煤或者浮矸上架设支架。单体液压支柱的初撑力，柱径为100mm的不得小于90KN（11.4Mpa），柱径为80mm的不得小于60KN。对于软岩条件下初撑力确实达不到要求的，在制定措施、满足安全的条件下，必须经矿总工程师审批。严禁在控顶区域内提前摘柱。碰到或者损坏、失效的支柱，必须立即恢复或者更换。移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时，必须先架好临时支架。工作面顺槽顶板采用铺设金属网支护，存在顶板不平、松软破碎等现象，单体柱支设过程中超过最大行程且无法达到规定值，强行加液至规定值会造成背板折断，影响背顶支护效果，根据已回采下分层工作面观察，单体柱的初撑力达到5-8MPa即可有效控制顶板。故我矿规定补强单体柱的初撑力必须大于5MPa。单体柱每班抽检不少于10%,每天抽检不少于30%,并记录公示。四、数据分析：定期对收集的数据进行分析，发现问题及时汇报处理。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工前的准备1、施工前地测科必须进行井下实地测量，提前标定开口位置及中线，施工单位严格按标定的中线进行施工作业。2、开口前按要求安设好局部通风机、接好风筒，准备好各种临时及永久支护材料。3、回风顺槽口的专用电话未安装之前，工作面不得进行开工作业。二、施工方法巷道采用掘进机按设计要求切割成巷，煤溜、皮带运输；正常情况下，按掘进机截割曲线图进行；如遇地质构造或其他情况，可由顶向底割，另制定专项安全技术措施。第二节掘进机作业一、掘进方式及设备采用EBZ135型掘进机掘进，并配备DSJ80/40/2×40（SGB—420/30刮板输送机）可伸缩皮带输送机进行运煤。二、降尘方法地面静压水池(容量为600m3),经轨道巷（皮带巷）防尘管路接至工作面,在工作面接入综掘机内外喷雾防尘，转载点设置喷头,距工作面掘头20米处采用全断面静压防尘水幕；随工作面往前推进，第一道水幕不超过巷道掘头20米，第二道水幕与第一道水幕间距不得大于10米，第三道水幕距离回风口10~15米处；防尘水幕必须由专人定期进行检查和维护，保证正常使用。三、截割方式切割方式：采用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，按照掘进机截割曲线图连续摆动截割至初步成形；截完一个循环后，修周边至设计要求。（附图：截割曲线图）1、截割要求⑴底板截割平整，两帮齐整；严格按照设计要求施工，保证巷道中心线偏离不超过5cm。⑵截割煤体时，严格按截割轨迹示意图截割煤。⑶截割完毕，应将掘进机退后4米，至永久支护范围内，拉下隔离开关，将截割头放至最低位置，并上防护罩。2、施工条件3710运输顺槽采用EBZ135型掘进机落装煤，配备SGB—420/30刮板输送机及DSJ80/40/2×40皮带输送机，并铺设轨道用于工作面运料及设备，辅助运输安装JQHS-50×12型气动绞车进行提升。3、施工质量技术要求1）割煤前必须由跟班队长、综掘司机、当班专职安全员共同核实好中线，严格按切割示意图割煤。2）施工过程中必须要求掘进巷道严禁丢帮落顶，巷道各项参数符合设计要求。3）中线至任何一帮的距离允许偏差在±5cm之间。4）施工过程中，严格控制巷道施工参数。5）割煤前应严格检查瓦斯、顶帮情况，发现隐患，先处理，后割煤。6）正常支护架距为0.8米，每次割煤进尺为1.2m；在掘进过程中如遇顶板破碎或压力增大时，可适当的减小架距或利用Π型梁配合单体柱进行加强支护。（附图：最大控顶距及最小控顶距）第三节装载运输一、工作方式（1）随着掘进机切割落煤，由掘进机的装载机构（人工清煤）装运至顺槽SGB—420/30刮板输送机将工作面的落煤运至四采区阶段巷DSJ100/63/125皮带输送机，再进行外运。（2）辅助运输：在巷道的前进方向的左侧铺设轨道，安装JQHS-50×12型气动绞车运料及设备。二、运输要求（1）带式输送机工作前，必须检查其保护装置是否灵敏可靠，装机时机头必须用长度不小于2米的钢锚杆在机头下方四角各一根进行固定并在其正下方利用钢锚杆配合花兰螺丝进行固定，防止机头向后移动，所安设的锚杆必须保证锚固长度不小于90cm，机尾必须用长度不小于1米的专用地爬配合￠不小于18.5mm钢丝绳进行固定，且保证支设的地爬向正后方倾角不小于50，并用木契对地爬四周进行固定，保证地爬支设牢固可靠，如有异常或松动必须先行处理后开机。各类保护装置齐全有效，按要求安装，急停保护覆盖整个皮带，确保皮带运输安全。（2）严禁用带式输送机运送其它物料。（3）刮板输送机安装时必须保证机头及机尾地锚和地爬安设到位，机头压机柱和地锚（长度不小于2m的钢锚杆）各不少于2根进行支设，机尾必须用长度不小于1米的专用地爬将其煤溜机尾两侧进行固定，并用木契对地爬四周进行固定，每次开机前都进行全面检查，如有异常或松动必须先行处理后开机，确保运输安全；同时保证所安设的煤溜与皮带搭接符合有关规定。（4）JQHS-50×12型气动绞车安装时必须在其底座四角用地锚（长度不小于2m的钢锚杆）进行固定，且必须在绞车四周固定防护网，并在其后方支设长度不小于1米的专用地爬；地爬、地锚必须打紧、锚固有力；每次开车前进行检查，如有异常必须先行处理后开车。（5）以上所述地锚均采用MSGLW-335/20×2000型钢锚杆进行支设，锚固长度均不小于90cm；地爬均采用专用配套装置。（附图：运输系统示意图）第四节管线布置一、各类管线、运输设施的布置及要求1、压风管、液压管、供水管距左帮用管钩垂直吊挂，供水管位于压风管、液压管下面；排水管位于巷道左帮，管路距底板30cm起进行铺设。2、电缆悬挂于巷道右帮，电缆间距为10cm，电缆距管路必须大于30cm。3、风筒吊挂于巷道左帮，距顶板不小于35cm，做到逢环必挂，风筒出口距离工作面不得超过10米。4、风管、水管每隔3m吊挂一道，距工作面不超过20m。5、电缆每隔1.5m吊挂一道，距工作面不超过30m。6、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只能悬一根电缆。7、轨道的铺设严格按永久质量标准进行铺设。8、3710运输顺槽DSJ80/40/2×40皮带输送机的开停必须使用拉线开关控制，不得使用中停开关。（附图：巷道管路布置图）第五节设备及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掘进机EBZ135135部12局部通风机FBDY№6.0/2×222×22台2备用1台3带式输送机DSJ80/40/2×4040部14刮板输送机SGB—420/3030部45气动绞车JQHS-50×1216部16信号综保ZXZ—2.5/4台17帮锚杆风钻MQS—50/1.7部2备用1部8顶锚杆风机MQT-120部2备用一部9激光指向仪YHJ—800个110控制开关KBZ—630台211水泵BQG-450/0.2台2备用一台设备及工具配备情况表第五章生产系统第一节通风一、通风方式与供风距离采用局部通风机压入式通风，最长供风距离为960米。二、通风系统掘进时，风机安设在3710运输顺槽内距3710运输顺槽回风口大于10米的地点；此时的通风为：进风：主（副）井—一级轨道（皮带）巷—3700阶段运输巷—3710运输顺槽风机—风筒—工作面；回风：工作面—3710运输顺槽—3710运输顺槽回风绕道—3700阶段回风巷—北翼回风巷—回风立井—地面；三、工作面风量计算及风机选型本掘进工作面采用局部通风机压入式通风（一）以单巷风量计算：1、按瓦斯涌出量计算：Q掘＝125×q瓦×k掘＝125×0.8×2.0＝200m3/min式中：Q掘－－掘进工作面所需风量m3/min；125－－掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%换算系数；q瓦－－回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，取0.8m3/min；k掘－－瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.0；2、按二氧化碳涌出量计算：Q掘=67×Q2×K2=67×0.8×1.5=80.4m3/min式中:Q掘－－掘进工作面所需风量，m3/min;Q2－－掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.8m3/min;K2－－掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。最大绝对二氧化碳涌出量与月平均绝对二氧化碳涌出量的比值；取1.5。67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。3、按作业点最多工作人数计算：Q掘＞4N＝4×26＝104m3/min式中：Q掘－－掘进工作面所需风量m3/min；N－－作业点交接班时,最多同时作业人员，取26（包括跟班矿长、质检员等流动人员）；4－－每人每分钟最低供风量，取4m3/min；根据上述方法计算，选用风机吸入风量必须大于200m3/min，FBDY№6.0/2×22KW变频风机调频率为40HZ时吸入风量为350m3/min＞200m3/min，所以选用FBDY№6.0/2×22KW变频风机，使用过程中调频运行，且其运行频率不大于40HZ，保证其风量符合要求。4、按局扇实际吸入风量计算：（据上计算，选用FBDY№6.0/2×22W轴流式通风机2台,1用1备）Q＝Q局＝350m3/min；风机吸入风量取350m3/min5、按局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.25m/s计算Q＝60VS＝60×11.2×0.25＝168m3/min6、按局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的风量计算Q＝Q局＋Q最低＝350＋168＝518m3/min7、选取最大值518m3/min进行风速验算：按最低风速Q掘min＝518＞60×0.25×11.2＝168m3/min按最高风速Q掘min＝518＜60×4×11.2＝2688m3/min据以上计算，518m3/min符合规定，故3710运输顺槽掘进工作面风机处配风量为518m3/min，要保证风筒出风口风量不低于200m3/min，如掘进过程中瓦斯涌出量增大；必须及时更换风机，以便保证作业点的用风量和作业点瓦斯、温度及风速符合有关规定（由通风科制定专项安全技术措施）。（二）风机选型该掘进工作面风机处的供风量为518m3/min，能够满足安全生产的需要，另准备一台FBD№6.0/2×22KW风机备用。（三）局扇安装位置局扇安设于3710运输顺槽内距3710运输顺槽回风绕道口10m以外供风，采用柔性风筒导风，风筒出口距工作面迎头不超过10m，实现了2台局扇自动切换，保证了工作面供风的稳定性。3710运输顺槽掘进工作面风筒出口至工作面掌头距离，根据有关规定和本巷道风速要求和排放瓦斯要求，风筒出口至工作面掌头距离不得大于10米；并在工作面风筒末端20米范围内安装风筒风量传感器，当工作面风筒出口风量达不到规定风量时（＜200m3/min），能自动切断本掘进工作面内所有非本质安全型电气设备，只有等风量符合规定要求后，并对巷道内瓦斯情况进行由外向里的检查，确保瓦斯不超限后，方能人工送电，如出现局部瓦斯超限情况，必须严格执行通风科所制定的《掘进工作面排放瓦斯相关规定》进行操作，确保安全。在安全生产过程中，为给工人创造良好的工作环境，必须保证工作面的有效风量不低于200m3/min，其它人员严禁随意开启（除排放瓦斯外），由当班瓦检员负责日常监督管理，发现有风量不足、发生循环风、瓦斯超限现象，必须立即向通风科汇报，并及时处理。四、局部通风机管理内容根据2016年国家安全生产监督管理总局修改通过的《煤矿安全规程》要求，特对我矿3710运输顺槽工作面局部通风机供风作以下修改补充规定：1、3710运输顺槽采用1台FBD№6.0/2×22KW风机进行供风，另装备1台FBD№6.0/2×22KW变频风机备用；控制3710运输顺槽工作面的局扇开关采用QBZ18—4×80双风机双电源开关，可以进行自动切换正常工作风机和备用风机；3710运输顺槽正常工作局扇电源来自于采区变电所的主供风机专变，备用局扇电源来自于采区变电所的备供风机专变。2、目前井下双风机自动切换的交叉风筒采用三叉风筒，规格一般为：风筒Φ600mm；共用风筒长5米，接到工作面风筒上；正常工作风筒长10米，接到正常工作风机风嘴上；备用风筒长10米，接到备用风机风嘴上；正常工作局扇和备用局扇风筒风嘴Φ600mm，风筒风嘴和风机风嘴搭接长度不少于0.5米，并用铁丝在风机出风口钢筋圈上至少捆扎两处，保证风筒和风机搭接牢固可靠，铁丝下面要垫风筒布等物，保证不产生摩擦火花。三叉风筒安设标准：风筒接头严实，无破口，无花接，无反接头，软质风筒接头要反压边，风筒吊挂平直，逢环必挂，风筒拐弯时缓慢转弯，不准拐死弯。3、正常工作局部通风机和备用局部通风均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作局扇和备用局扇均不得自行启动，必须经专职瓦检员检查瓦斯（＜0.8%）后开启局部通风机。4、3710运输顺槽掘进工作面必须实行风电闭锁和瓦斯电闭锁，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；如正常工作的局部通风机遇故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机范围内应停止工作，排除故障，等故障排除后，局部通风机恢复到正常工作后方可恢复该地区工作。5、在3710运输顺槽风机开关处安设一部有独立电话号码的防爆电话，保证通讯畅通。6、每15天至少进行一次甲烷瓦斯电闭锁试验，每天应进行一次正常工作局扇和备用局扇自动切换试验，试验期间不得影响局部供风；试验时，必须有专职电工、专职瓦检员在场，试验记录要存档备查。五、局部通风机安装要求１、风机必须吊挂在风机托架上，距离底板不小于30cm。２、风机开关必须上架，风筒出风口距工作面不得大于10m，保证工作面有足够新鲜风流。３、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转，禁止任何人随意开停。４、风筒要求逢环必挂，保证吊挂平直不出现拐死弯现象。５、使用600×10000mm石棉胶质风筒，风筒接法采用反压边接法。６、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。７、必须保证风机连续运转，不准无故停电停风。8、实现双风机双电源，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。六、“一通三防”安全技术要求通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min；保证巷道内风速不低于0.25m/s、不高于4m/s，保证巷道内和工作面任何地点有害气体和瓦斯浓度不超限。（附图：工作面通风系统示意图）第二节瓦斯防治1、掘进工作面设置专职瓦斯员负责工作面的瓦斯检查，且每班对应检查地点的检查次数不得少于三次。2、瓦斯检查实行“三对口”制度。3、对瓦斯涌出异常地区实行瓦斯员蹲点监督、观测，发现异常必须立即停止生产，撤出作业人员并及时进行处理。4、停风不准生产；停风后，瓦斯员应将工作面内所有作业人员撤至全风压安全地点，送风后，未经瓦斯员检查，任何人不得进入工作面。5、瓦斯员一旦发现瓦斯超限，应立即停止作业，撤出人员，向当班跟班领导汇报，同时进行排除。6、瓦斯员对违反瓦斯管理制度的有权责令其停止作业，撤出人员，并向有关领导汇报处理意见。7、由于瓦斯员本人不负责造成瓦斯超限作业的，严肃追究其责任。第三节综合防尘防尘供水水源来自地面静压水池（600m3容量的水池），地面防尘主管至四采区阶段运输巷水管直径均为108mm，工作面水管直径为76mm；水中悬浮物不得超过150mg/L，粒径不大于0.3mm。工作面静压防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路铺设在巷道左帮，管路的接头采用两通螺丝连接，所有连接口保证不漏水，三通阀门必须上手轮或小手阀，三通阀门要灵活可靠，能用手方便打开供水；水管出口距离工作面不超过20米。1、防尘水幕（1）水幕设施：在距离掘进工作面30米范围内安设两道防尘净化水幕，且随工作面的进度及时进行前移，第三组安装在距回风口20米范围内；水幕安装距顶板不大于300mm；水幕应封闭全断面，灵敏可靠，雾化好，使用正常，阀门及所有连接处不得漏水。（2）净化水幕水管：①水管的长度不得小于巷道宽度200mm；②水管安装在距顶板不超过300mm的位置；③水管的喷嘴间距300-400mm。（3）喷嘴方向:①工作面范围内所安装的所有净化水幕，其喷嘴方向与风流方向相反；②喷嘴方向和巷道垂直方向成45°角。2、转载点喷雾（1）各转载点安设防尘喷雾，保证正常使用，及时清除浮煤；喷嘴安装在距转载点前400-500mm处，高于转载点200mm的位置，且喷嘴必须正对转载出煤点。（2）所有喷雾必须保证喷雾效果，但不得造成皮带打滑。（3）工作面在割煤运煤期间，必须保证各转载点的水幕呈打开状态。3、掘进机设置有内、外喷雾装置，割煤时全断面喷雾及掘进机喷雾应正常使用，内喷雾工作压力不得小于2MPa，外喷雾工作压力不得小于4MPa；喷雾流量应当与机型相匹配，无水或喷雾装置不能正常使用时必须停机。4、巷道冲洗距工作面20m范围内的巷道每班至少冲洗一次，20m以外的巷道每10天至少冲洗一次，并清除堆积的浮煤，回风巷道内每月至少冲洗两次。巷道保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口水管、压风管、风筒、电缆、迎风面的煤尘厚度不得超过2mm，堆积长度连续不得超过5m。5、工作面必须保证正常通风，严禁私自停风和摘开风筒作业，发现断开的地方，必须及时接好，破口的地方及时补好。6、防尘系统的主供管路及巷道雾化水幕由防尘压风队负责设专人管理，掘进队或其他使用单位在使用过程中发现问题，要及时向当班防尘压风队反映进行处理。7、个人防护要配备防尘口罩；定期检测粉尘。8、施工过程中，必须铺设静压水管，转载机头、巷道每隔50米，都要设置一个三通阀门，实行喷雾洒水防尘，水管吊挂平直。9、防尘供水系统：地面静压水池（600m3容量的水池）→副井→一级皮带（轨道）巷→四采区阶段运输巷→3710运输顺槽→工作面。（附图：工作面防尘示意图）第四节防灭火3号煤层无自然发火倾向，但必须执行以下措施：1、巷道中应每隔50米设置洒水支管和阀门。2、巷道内带式输送机机头前后两端各20米范围内，都必须用不燃性材料支护；电器设备群附近上风侧备有2个干粉灭火器、消防桶2个、消防锹2张、消防钩2根、消防斧2把，沙箱一个0.5m3，设备平台上备有至少1个干粉灭火器，并保证消防器材数量充足、有效。3、风机开关、配电点处备处至少有2个灭火器，综掘机及绞车硐室至少各配至少1个灭火器。4、井下使用的柴油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。5、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、布头和纸必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，严禁乱放乱扔；严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。6、严禁明火作业和电器失爆；工作面着火时，采用直接灭火方法(灭火器、用水扑灭等),直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。7、严禁明火作业和电器失爆；所有消防器材不得移作他用。8、若电器设备着火时，必须先切断电源，然后进行灭火。9、灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》第244条规定执行。10、若电气设备着火时，必须先切断电源，然后用砂子灭火。11、隔爆水袋应设置在巷道的直线段内，长度不小于20m，水袋之间间隙与水袋同支架或巷壁之间的间隙之和不大于1.5m,水袋边与巷道壁、顶板之间的距离不得小于0.1m,水袋距轨道不小于1.8m；隔爆水袋距回风顺槽掌头必须保持在60~200m范围内；隔爆棚组的用水量标准为200L/m2，每组间距不大于200米，棚区长度不小于20m，每棚间距不大于1.5m，隔爆水袋水量40L/个，每棚4个；设专人经常加水、维护，确保水量充足；其他事项执行通风科所制定的相关专项技术措施。第五节压风系统与供水施救1、工作面风源来自地面井口附近空压机房,地面空压机为BLT100A-11.8/8型螺杆式空气压缩机,排气量为11.8m3/min，一台在用一台备用；空压机型号为MOGF42/8-250G（MOGF32/8—185G），排气量为42m3/min(32m3/min)，一台在用一台备用；承担井下所有工作面发生自然灾害时的压风自救和井下工作面风动工具用风，四台空压机均联网供气。2、地面压风主管至井下四采区阶段运输巷管路直径均为Φ108mm无缝钢管，工作面压风管路直径为Φ76mm无缝钢管，接入的矿井压风管路设有减压、消音、过滤装置和控制阀。3、在工作面设置压风自救系统，在3710运输顺槽距工作面掌头25-40m范围内安设至少两组ZYJ压风自救装置，距回风口30-50m处巷道安设一组ZYJ压风自救装置，掘进时适当安设压风自救装置，每组自救装置可供6人使用，除工作面作业人员人均配备一个外，还必须富于两个备用，压风管道供气压力：0.3-0.7Mpa,呼吸器调节压力范围0.05-0.1Mpa（手动式调压），呼吸器供气量范围：30-55L/min，防护方法：自吸过滤式口罩，外形尺寸：800×370×160（mm）,压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min，连续噪声不大于85dB（A）。4、使用人员在使用时不得猛力拉拽面罩，以防将输气导管的接头拉开或将导管拉断。5、压风自救系统不得随意停风，并保持每个完好。6、工作面压风管路每50m设置一个压风三通阀门，采用法兰或快速接头对接，要求严密不漏气，掘头设置一个快速三通接头。7、压风系统:地面空压机房→主井→一级皮带（轨道）巷→四采区阶段运输巷→3710运输顺槽→工作面

(附图：工作面压风系统示意图、供水系统示意图)8、供水施救本工作面防尘系统要兼作本工作面的供水施救系统，当发生灾害需要进行供水施救时，必须能将饮用水和生产用水转换阀门打开，待饮用水流至工作面后作供水施救功能；防尘压风队要定期对饮用水和生产用水转换，每季度不少于一次，以保证其转换可靠发挥真正的应急作用。第六节安全监控一、便携式甲烷报警仪的配备和使用（1）矿长、矿技术负责人、掘进机司机、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班组长、流动电钳工等特殊工种下井时，必须携带便携式甲烷检测仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（便携式甲烷报警点≥1%）必须及时进行处理。（2）机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，仪器报警时必须立即停止作业，不得通电或检修。（3）瓦检员应每班使用光学瓦斯测定仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时（≥0.1%），先以读数大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对两种设备调校完毕。二、通风监测仪表及其布置（一）监测仪表的数量和型号工作面安装2台KJ120-F分站，2台GJC40(A)瓦斯传感器、GKD127V(E)馈电传感器、KGT29风机开停传感器4个，风筒末端20m范围内安装GFT5风筒传感器。（二）布置位置1、分站应设置在供电点，并且置于便于人员观察、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，使其距巷道底板不小于300mm。2、馈电断电器分别吊挂在被控开关与风机开关附近，开关应留有接入监控设备的端口。3、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。（1）掘进工作面甲烷传感器距工作面＜5m，须在风筒的另一侧；（2）掘进工作面回风流甲烷传感器距回风口内壁10m～15m，且垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。（3）掘进机机体上（4）回风流机电设备上方距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。4、风筒传感器应设置在距风筒口不大于15米的范围内，必须垂直悬挂，确保传感器的感应环完全与风筒抱在一起，传感器的附近不应有任何障碍物，以防阻挡了感应环的自由开合而造成传感器测量错误。5、设备开停传感器应分别卡接在局部通风机开关负荷出线电缆上，连续监测双风机的开停状态。6、掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。（三）甲烷传感器瓦斯传感器报警点断电点复电点断电范围掘进工作面≥0.8%≥1.2%＜0.8%本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备掘进工作面回风流≥0.8%≥0.8%＜0.8%本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备机载传感器≥0.8%≥1.2%＜0.8%掘进机动力注:局部通风机停止运转，掘进工作面或回风流中甲烷浓度大于3.0%时，必须对局部通风机进行闭锁使之不能启动，只有通过密码操作软件或使用专用工具分可人工解锁；当掘进工作面或回风流中甲烷浓度小于1.2%时，自动解锁。（四）其他传感器在皮带滚筒下风侧10—15m设置一台CO传感器和烟雾传感器，CO传感器报警浓度≥0.0024%。三、人员定位系统1、在工作面入口处、距工作面掌头30米处各设1个南京北路自动化系统有限公司生产的KJ602-F2型矿用本质安全型读卡分站，通过KJ602-F1传输分站与地面监控室人员定位系统联接，形成人员定位监控系统。2、在人员出入井口、重点区域出/入口、限制区域等地点设置读卡器，并能满足监测携卡人员出/入井、出/入重点区域、出/入限制区域的要求；井下主要进回风井口，各联络巷交叉口，主要场所，各采掘工作面均安装有人员定位系统。3、下井作业人员随身携带，当进入读卡器的识别范围时，将识别卡发射唯一的编码信息发送到中心服务器。4、通过无线方式读取识别卡发射唯一的编码信息，并发送至地面传输接口。四、安全监控系统的管理与维护1、使用的分站、传感器、馈电断电器及电缆等由所在区域的队长负责使用和管理。2、所有设备在使用中避免猛烈摔打、碰撞，经常擦拭仪器外部的煤尘、污垢，尤其是传感头部位，保持传感器的清洁、美观；非专职人员禁止拆开仪器。3、每班应安排专人对系统内所有设备进行巡检，并有详细的记录，确保监控设备完好。4、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，必须与安全监控中心共同处理；检修与安全监控设备关联的电气设备，需要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。5、分站与馈电断电器应有可靠的接地。6、局部通风机开停监测传感器安设在风机专线上。7、所有设备必须挂牌管理。8、严格按标准安设，探头必须挂好,以防损坏、碰撞。9、严格按规定移瓦斯探头，每班必须随工作面掘进而及时前移，严禁随意调整和损坏探头。10、每天必须由专人检修维护，发现问题及时向调度汇报，安排处理，瓦斯探头的调校、校正每15天必须由平安中心人员现场进行效验并记录。11、要经常清理瓦斯探头上的煤尘，特别是吸收盖上的煤尘，防止堵塞进气孔。12、如发现瓦斯探头报警时，必须立即停止工作，把人员撤至全风压地段，然后向调度汇报，查明原因，进行处理。13、洒水防尘时,严禁将水洒在传感器和接线盒,以免造成传感器损坏和误超限事故。14、每次甲烷传感器出现故障时,必须保证甲烷传感器能够切断控制区域内的电源,即监控系统具有的故障闭锁功能。15、开停、馈电、风筒等传感器的安装（1）回风顺槽掘进工作面主局扇电机、备用局扇电机分别设置开停传感器；（2）回风顺槽掘进工作面距风筒末端20m范围内设置风筒传感器；（3）3710运输顺槽掘进面动力开关负荷侧设置馈电传感器；（4）监测电缆铺设在动力电缆上方0.1米处。16、安全监控设备必须定期进行调试、校证，每月至少1次。便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校，每15天至少一次。甲烷电闭锁和风电闭锁功能每15天至少测试一次。可能造成局部通风机停电的，每半年测试一次。17、安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。18、矿井安全监控系统中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态；矿井安全监控系统的监测日报表必须报矿长和技术负责人审阅。（附图：工作面监控系统示意图）第七节供电系统一、工作面供电方式掘进动力引自四采区乳化泵站19#移动变电站，19#移动变电站为金山门科技有限公司生产的KBSGZY-1600/10型移动变电站，其高压侧采用华荣科技股份有限公司生产的KJG-100/10Y矿用隔爆兼本质安全型移动变电站用高压真空开关，额定电流100A；低压侧华荣科技股份有限公司生产的BXD-800/1140(660Y)矿用隔爆型移动变电站用低压保护箱，额定电流800A。掘进机开关为3710运输顺槽口矿用隔爆型真空馈电开关KBZ-400/1140(600)。0.66kV动力电源引自中央变电所KBZ-400（04-055）矿用隔爆型真空馈电开关。3710运输巷顺槽风机选用“双风机双电源”供电方式，供电均采用双专供电，I回路电源为主供，II回路电源为备供。0.66kV风机电源主供和备供分别引自中央变电所KBZ-400（04-056）和KBZ-400（04-057）矿用隔爆型真空馈电开关；风机开关为型号为QBZ18-2X80SF煤矿风机用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器。二、工作面电压等级该工作面掘进施工过程中，各主要用电设备电源均采用1140V，工作面信号、照明采用127V，按钮采用36V，电话采用48V，监控设备采用12-24V。三、各开关过流保护装置的整定计算为了保证煤矿井下安全供电，预防触电和电火花事故，根据《煤矿安全规程》的有关规定，依据《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》，对掘进面低压供电系统保护装置进行计算整定，确安全生产。(一)低压馈电开关的整定1、掘进机动力分控开关整定(1)过载延时保护电流值按公式(1)选择IZ1≥KX∑IE(1)KX系数0.5～1∑IE电机额定电流之和(2)短路保护电流值按公式(2)选择IZ2≥IQE+KX∑IE(2)IQE最大电机额定起动电流(3)校验灵敏度系数:Id2/IZ2＞1.5满足灵敏度要求。2、风机控制开关整定(1)过载延时保护电流值按公式(1)选择IZ1≥KX∑IE(1)KX系数0.5～1∑IE电机额定电流之和IZ1=0.5(～)1*(11+11)*1.15=12.6～25.3取IZ=26A(2)短路保护电流值按公式(2)选择IdZ≥IQE+KX∑IE(2)IQE最大电机额定起动电流IdZ=(5～7)*26=130～182取IdZ=156A(3)校验灵敏度系数:Id2/IdZ=630/300=2.1＞1.5满足灵敏度要求。(二)真空电磁起动器的整定：真空电磁起动器其整定值按公式（3）整定。IZ≤IE（3）IE为电机额定电流。各起动器参考电机铭牌进行整定，当开关最小整定值大于电机额定电流值时取近似值。(三)照明信号综保的整定：1、照明信号综保变压器的一次侧用熔短器额定电流选择如下：IR=1.2～1.4IE/KBIE变压器的额定电流17.38(A)KB变压器的变压比660/133=4.96IR=1.2～1.4×6.06/4.96=4.9(A)取IR=5(A)2、照明信号综保变压器的二次侧用熔短器额定电流选择如下：IR≥∑Ie∑Ie信号照明设备额定电流之和IR=10取IR=10(A)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电钳工严格按计算的数据值进行选用、调整，任何人不得随意更改；工作面口安装动力总控馈电开关1台，作为掘进巷的动力总开关，通过监控分站能够实现掘进工作面全部电气设备的风电和瓦斯电断电闭锁功能。（附图：供电系统示意图）第八节排水系统根据生产矿井地质报告可知，矿井水害类型为简单型，有少量渗水、打钻水和防尘水，该掘进工作面正常涌水量为3-6m3/h最大涌水量为8m3/h；应在3710运输顺槽掘进过程中最低处建临时水仓（临时水仓规格不小于长2m×宽1m×深1m），备有排水泵（一用一备，型号为BQG-450/0.2流量为897升/分钟(53.82m3/h)），使用（Φ75）水管，随时准备排水；排出的水排至主水仓，再由