D102独立回风系统回风顺槽掘进工作面 作业规程

贵州恒睿矿业有限公司掘进作业规程PAGE福泉市高石乡幸福煤矿D102独立回风系统回风顺槽掘进工作面作业规程编制：审核：审批：业主：2015年月日会审意见会审人员签字生产技术科：年月日通风科：年月日安检科：年月日机电科：年月日总工程师：年月日月份作业规程复查记录施工单位规程名称复查日期2015年月日参加人员复查意见 总工程师意见目录21991第一章概况 126530第一节概述 14290第二章地面位置及地质情况 221018第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 24310第二节煤(岩)层赋存特征 324968第三节地质构造 318739第四节水文地质 417314第二节施工技术要求 717394第三节支护设计 710325第四节支护工艺 828325第三节装、运岩（煤）方式 125881第四节管线及轨道铺设 1227428第五节施工设备和工具 132655第五章生产系统 134077第一节通风 1329236第二节通风系统 1623674第三节压风系统 1827784第四节防尘系统 182349第五节矿井防灭火预防措施 1924699第六节安全监控 2122476第七节供电系统 2211099第八节排水系统 2812444第九节通讯和信号 2923485第六章劳动组织及主要技术经济指标 2914751第一节劳动组织 294696第二节主要技术经济指标表 3016517第七章安全技术措施 307842第一节施工准备 3021833第二节一通三防 3123947第三节顶帮管理 338851第四节爆破 3521186第五节防治水 3814934第六节机电管理 3831076第七节运输管理 3975第八节探放水措施 4228436第八章其它 4626923第一节开拉门技术措施 4629890第二节火工品管理 4715578第三节出货安全措施 5023209第九章灾害应急措施及避灾路线 5015081第一节瓦斯治理措施 5022865第二节灾害预防 5115377第三节避灾路线 5210138作业规程贯彻记录 53第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进的巷道为D102独立回风系统回风顺槽，位于采区运输下山405米处，采区+1008运输顺槽车场石门D101运输顺槽巷道口左方。二、掘进目的及用途D102独立回风系统回风顺槽主要目的解决D102接替工作面的运输工作，主要担负D101首采工作面回采时的通风、行人、运输等要求。三、巷道设计长度和服务年限设计长度：半煤岩巷186m（平距），施工长度：186m（平距）。服务年限：2.5个月。四、预计开竣工时间本工作面自2015年1月中旬开工，预计2015年4月中旬竣工，2015年2月份春节放假，预计工期2.5个月。当受到地质条件变化等不可抗拒的因素影响，及时调整设计，修改规程，竣工日期延后。第二节编写依据《煤矿安全规程》、《煤矿生产/技术管理制度》、《煤矿生产技术操作规程》。《水文地质划分类型》、《水患物探报告》、《探放水设计及安全技术措施》。、《开出方案设计》、《安全设施设计》及施工采区回风下山、运输下山揭露岩层的情况做出的《地质说明书》。第三节地质说明书一、煤层地质概况1、地面相对位置D102独立回风系统回风顺槽位于D煤层首采区+1008运输顺槽车场石门D101运输顺槽左方，标高+1008m，相对地面标高+1350m，地表为山区，相对高差342m。煤层及顶底板岩性根据本矿的煤层赋存条件及相关地质资料，D煤层的结构简单，为无夹矸的单一结构煤层，其顶板为深灰色薄层生物屑砂泥质灰岩、砂质泥灰岩，底板主要为灰白色泥岩、粉砂质泥岩。煤岩类型为光亮~半亮、半亮型，中~细带状结构为主，局部为宽条带、叶片装结构。煤以粉煤为主，少量呈块状，煤层厚0.9~1.2m，平均厚度为1.16m，其厚度变化不大，属较稳定煤层。3、煤层倾角，构造情况本区域为单斜构造，煤层倾角平均16°，地层呈北东~南西走向，倾向北西，为一单斜构造。断层构造情况根据+1133集中运输大巷掘进揭露情况以及原煤矿开采情况分析，矿区内断层发育，走向断层和倾向断层互错，矿区地质构造简单—复杂。瓦斯、煤尘爆炸性、自燃倾向性情况1、煤层瓦斯状况根据本矿历年来的瓦斯鉴定报告情况：本矿属瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量0.44m3/min，相对涌出量7.92m3/t。煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月25日煤尘爆炸性鉴定情况：抑制煤尘爆炸最低岩粉量65%，鉴定结论：煤尘有爆炸性。煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月25日煤炭自燃倾向性鉴定情况：属二类自燃类型。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地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1井上下对照关系情况表采区位置一采区工程名称D102接替工作面运输顺槽地面标高/m＋1350井下标高/m+1008地面相对位置建筑物、小井及其他地面为山体，邻近区无建筑物及老窑小井。井下相对位置对掘进巷道的影响本区为新开拓巷道，在+1008m标高施工，对其它巷道开采无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响巷道上方为+1133运输大巷，巷道前方285m为原平艾中心煤矿老空区，下方无采区及老窑。第二节煤(岩)层赋存特征该工作面沿煤层的走向施工，煤层走向约160°煤层的赋存及顶底板岩性情况，见表2、表3.表2煤层特征情况表指标数值备注煤层厚度/m0.9~1.2m平均1.16m煤层倾角/（°）平均16°煤层节理中等发育程度自然发火期/d绝对瓦斯量/（m3/min）0.13煤尘爆炸指数65表3煤层顶底板情况表顶板顶底板名称岩石类别硬度厚度/m岩石特征基本顶砂质泥灰岩5—63.0m深灰色，薄层生物屑直接顶砂质泥灰岩4—51.2m深灰色，薄层生物屑伪顶底板直接底粉砂质泥岩1—21.5m灰白色，含砂质基本底细粉砂岩5—63.0m灰色，结构致密坚硬第三节地质构造1、褶皱煤矿矿区属福泉向斜，地层呈北东~南西走向，倾向北西，平均倾角16°，为一单斜构造。断层根据+1133集中运输大巷掘进揭露情况以及原煤矿开采情况分析，矿区内断层发育，走向断层和倾向断层互错，矿区地质构造简单—复杂。第四节水文地质1、区域水文地质条件煤矿位于黔中高原，区内地形以东高西低，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶洞、暗流等分布普通。区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩主要包括二叠系中等茅口组灰岩、二叠系上统长兴组灰岩及三叠系下统大治组灰岩。碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶大泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强。碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统大治组一段粉砂泥质，二叠系上统吴家坪组一段砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近地水源补给、就近排泄。区域内岩溶水与碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地表水动态随季节变化明显，据瓮安气象资料提供，区域内累计年平均降水量1148.2mm，最多每年1369.7mm，最少每年714.8mm，最大变幅654.9mm，年变率为10%，属全国年降雨量最稳定的地区之一。区域内春季平均降雨量为77.1mm，分别占全年降水量的30.2%、41.3%、21.8%、6.71%。降水量最多月份是6月，降水量为210.9mm，最低月份是1月，降水量为23.6mm。月最大降水量高达346.8mm，最小量低至7.7mm。累计年平均降水日数为191.1天，最多每年为214天，最少每年为141天。夏季各月平均降水强度最大，平均为10.1mm/日，最高日降水量146mm，冬季各月最小，平均为1.7mm/日，春秋雨季居中。区域内吴家坪组煤层上覆盖中~强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤层开采影响较小，只是当导水断层或其它导水通道上覆含水层与煤层有水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿的开采。煤层下覆茅口组强灰岩含水层与煤层之间隔水层较厚，其它地下水对深部煤层的开采威胁不大。矿区水文地质地形地貌矿区地势东高西低，海拔标高一般1450~1500m，最高点位于野狗坡以东山顶，海拔1329.0m，最低点位于北西角区外沟底，海拔789.0m（矿区侵蚀基准点），相对高差100.0m。（2）地表水矿井及其外围水系不发育，无常年性河流，发育有一泉点及地表冲沟水，地表冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量较大，这些冲沟多位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧化带直接接触，将来沿沟溪一带开采煤层时，冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部开采的直接充水水源，对矿井充水有较大影响。主要含（隔）水层第四系（Q）松散岩类孔隙水含水岩组，主要为坡残积、冲洪积物等，岩性为含碎块石、粘土，主要分布于缓坡、河床、沟谷及低洼地带，厚度为0—15m不等。含孔隙水，富水性弱，受季节影响明显，动态变化较大。对矿井充水影响较大的地下水有：（1）下二叠系中统茅口组（P2m)强富水岩组裂隙溶洞水，2）二叠系上统吴家坪组二三段（P3W2+3）中等富水岩组裂隙溶洞水；3）二叠系上统吴家坪组一段（P3W1)碎屑岩类裂隙水，由于上述地层在矿井内大面积分布，垂直裂隙发育，岩溶发育，直接接受大气降水补给，这些地下水通过采空区裂隙、断裂裂隙、塌陷坑和隐伏导水断层，直接进入矿井，形成矿井涌水，对矿井充水有较大影响。矿区及周边地区老窑水分布情况矿井周边小窑、老窑情况不明，矿井中部（原幸福煤矿）和南部（原平艾坝煤矿）有采空区，实测采空区面积＞172000m2，按二叠系上统吴家坪组一段（P3W1)碎屑岩类贫水岩组地下水径流漠数0.1—1升/秒平方公里，其采空区积水估算可达20万m3；此片采空区积水将直接补给幸福煤矿井向北、向东的采场，是矿井又一处最大的透水隐患点，可能造成突水。建议矿井进一步调查与核实老窑积水情况，由于老窑长期废弃且积水，因此，在采掘过程中，必须严格遵循“预测预报、有掘必探、先探后采”的探放水原则，同时坚持“有疑必停”的原则，防止老窑积水影响矿井开采。3、矿井涌水的几种主要水源本矿主要存在下列三种涌水水源：采空区积水、大气降水和地下水。（1）采空区积水矿井南西侧有部分采空区，采空区内有积水，这些积水通过废旧巷道或煤岩层裂隙渗入，成为矿井的涌水水源，它有如下特点：①在短时间可以有大量的水涌入矿井，来势猛，具有很大的破坏性。②水中含有大量的硫酸根离子，具有腐蚀性，容易损坏井下设备。③当其与其它水源无联系时，则易于疏干，若与其它水源有联系时，则可造成量大而稳定的涌水，危害较大。（2）大气降水降雨通过浅部风化裂隙及第四系残坡积物孔隙直接补给矿井。这种水源涌水时有如下规律：①矿井涌水的程度与地区降水量的大小、降水性质、强度和延续时间有相应关系，降水量大和长时间降水对渗入有利，因此矿井的涌水量也大。②矿井的涌水量随气候呈明显的季节变化，但涌水量出现高峰的时间则往往比雨季滞后。③大气降水的渗入量随开采深度的增加而减少，即同一矿井不同的开采深度，影响程度差别很大。（3）地下水吴家坪二至三段（P2w2+3）灰岩溶隙水通过裂隙或巷道补给矿井，成为涌水水源。茅口组（P2m）灰岩为煤系地层的下伏强含水层，煤层开采至区域地下水位以下时，其地下水可能通过煤层底板裂隙涌入矿井。这类水源涌水时有如下特点，一般是水压高，水量大，来势猛，涌水量稳定，不易疏干，危害性较大。其突水规律受岩溶发育程度和规律的制约。地下水流入矿井通常包括静储量与动储量两部分。开采初期或水源补给不充沛的情况下，往往是以静储量为主，随着生产的发展，长期排水和采掘范围不断扩大，静储量逐渐被消耗，动储量的比例就相对增加。4、水文地质类型直接充水水源主要为吴家坪组岩溶水、小煤矿和老窑采空区积水、地表冲沟水，开采位于最低侵蚀基准面以下的煤层时，间接充水水源为茅口组强岩溶水，故本矿区属于以岩溶充水为主，水文地质条件复杂程度为中等，水文地质类型属二类二型，只是在断层交错地带、老窑密集地带、煤层低于最低侵蚀基准面地带，水文地质条件复杂程度增大。5、矿井涌水量根据幸福煤矿历年来的开采状况，井内正常涌水量11.375m3/h,雨季最大涌水量16.25m3/h,随着开采标高的降低，井内涌水量势必会加大。巷道布置和技术要求第一节巷道布置和巷道断面巷道掘进说明施工位置该巷道位于一采区运输下山D煤层首采区+1008运输顺槽车场石门D101运输顺槽左方石门揭煤处。沿煤层的走向掘进。施工方位及长度在石门揭露煤层后沿煤层走向开拓到D102独立回风系统回风顺槽，掘进长度185m。巷道掘进断面及支护说明D102独立回风系统回风顺槽设计在煤巷中梯形巷道，顶净宽2.0m，底净宽2.5m。净高2.0m，净断面积5.0m2，掘进面积5.6m2。第二节施工技术要求一、基本要求巷道两侧每隔3m在两帮上打一组吊挂眼，前进左侧吊电缆，前进右侧吊风水管、风带，眼深0.3m。必须打在顶板上。风带吊挂高度为1.8m。风水管吊挂高度为1.4m，风水管路间距不得小于0.2m，电缆吊挂高度为1.8m。详见断面图。二、特殊要求1、在巷道前方设置两道风门，风门的规格为0.8m×1.5m。2、在巷道的开口处设置回风联络巷，回风联络巷净宽2.5m，净高2.2m，净断面积5.1m2，主要采用锚喷支护。3、掘进时沿煤层的走向半煤岩掘进，掘进中巷道向右侧偏中10~20cm作为铺设轨道中心线，轨道规格为18kg/m，轨距为600mm，轨枕为1000mm长。4、在巷道的右帮，掘宽0.4m，深0.3m的水沟。第三节支护设计一、设计方法根据目前情况，结合已施工邻近的巷道支护经验数据，按加固拱原理及工程类比法进行该面锚杆支护设计。二、地压计算、支护参数计算及选择1、地压计算:Q=4/3×R×a2/f＝4/3×2.5×1.22/4＝1.3T/m³式中：Q每米巷道顶板压力1.3T/m³4/3巷道压力拱系数R顶板岩石容重取2.5T/m³a巷道宽度一半1.3mf围岩普氏系数，取42、支护参数计算：按悬吊理论计算锚杆参数（1）锚杆长度：L＝KH＋L1＋L2=2×0.6+0.05+0.25=1.45m（2）锚杆直径:d＝1/110L=1/110×1.45=0.0132m（3）锚杆间排距:Ｄ＝√F锚/KHR=(5÷2×0.6×2.5)1/2＝1.29m式中:L锚杆长度1.45md锚杆直径选∮13.2mmK安全系数取2 F锚锚固力取5.0ＴL2锚杆外露长度取0.05mR岩石容重取2.5T/m³L1锚杆锚入稳定岩层深度0.25mH冒落拱高度0.6mD锚杆间排距1.0×1.0m3、锚杆支护参数选择（1）锚杆种类：选金属预应力树脂锚杆。（2）锚杆长度：选用1.6m（3）锚杆直径：选∮18mm（4）顶板锚杆间排距：1.0m×1.0m（5）工作面临时支护选择：采用二根前探铁刹杆。三、支护参数选择1、支护材料：（1）顶板锚杆：采用预应力锚杆,杆体规格∮18mm×1.6m长，托盘规格150mm×150mm。（2）树脂药卷型号：CK∮23×350mm。2、支护布置:（1）顶板支护：顶板二排锚杆矩形布置，间、排距1.0m×1.0m。（2）临时支护：采用吊环前探铁刹杆3.5m长2寸钢管两根，吊环长度150—200mm。因此，D102独立回风系统回风顺槽顶板支护形式为：锚杆支护。四、支护方式确定1、临时支护根据本矿现有的掘进情况，临时支护采用木支护带帽点柱。2、永久支护施工巷道永久支护采用预应力树脂锚杆支护，锚杆间、排距1.0m×1.0m。特殊支护过断层、过裂隙构造带采用11♯工字钢架棚支护，棚距0.8m，顶帮必须背实。支护工艺一、锚杆安装工艺1、打锚杆眼（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具撬掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。（2）打眼前，要根据中腰线检查断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。（3）打锚杆眼使用风钻打眼，风钻钻头直径为16mm。打眼时先送水、后送风，停机时要先停风、后停水。（4）打眼深度为1.75m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于750。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。2、安装锚杆（1）安装锚杆前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。（2）安装锚杆后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用风镐找平，再安装锚杆。二、支护质量要求1、锚杆（1）锚杆要以巷道中线为基础打设，间、排距为800mm，误差为±100mm，锚杆外露长度为30—50mm，误差为±10mm。（2）打设时必须垂直巷道顶板，托盘必须紧贴壁面，角度偏差小于15°，放炮后失效必须及时处理或重新补打。2、工字钢架设（1）中线至任一帮距离误差0—50mm，腰线至顶梁底面、底板距离误差在0—50mm。棚腿与煤壁夹角为+8°。（2）架棚必须严格按照规程规定，照好中线找好架棚位置，间距误差为0—50mm。（3）工作面10米范围内支护必须加固，每次爆破后都要检查，发现有因爆破蹦到或震松的要重新恢复。第四章施工工艺第一节施工方案及施工方法施工方案1、D102独立回风系统回风顺槽采用全断面一次成巷，分次爆破法，爆破时采用先爆煤后再爆底板的方式掘进。2、本巷道施工作业时均采用钻眼、爆破的方法破岩，使用YT—29A7655型凿岩机钻眼。风源来自地面的空压机。二、施工顺序D102独立回风系统回风顺槽巷道掘进：钻凿炮眼→装药放炮→临时带帽点柱支护→打、安帮部锚杆→出矸→永久支护（工字钢）→清理工作面交接班。施工方法D102独立回风系统回风顺槽掘进采用爆破法进行施工。采用煤电钻，麻花钎杆，Φ42mm麻花钻头，施工炮眼。采用LG—20/8，排气量：20m3，功率110KW的空压机带动YT—29A7655型凿岩机钻眼。采用人工装岩MF—1.1—0.8型翻斗矿车，人工推车至运输下山挂钩处，绞车提升运输。采用Φ600mm抗静电阻燃胶质风筒、FBD—NO7.5×2对旋式局部通风机压入式通风。综合防尘采用湿式打眼，水炮泥放炮、放炮喷雾、冲洗岩帮、出矸（煤）洒水和净化风流。第二节爆破作业爆破器材采用煤矿许用3♯乳化炸药，药卷规格Φ32mm×200mm×200g。采用煤矿许用8♯毫秒延期电雷管Ⅰ—Ⅴ段。采用MFB—100防爆放炮器引爆。装药布置图爆破方法：工作面采用钻眼爆破法。掏槽方式：楔形掏槽。装药结构：正向装药，正向起爆，炮泥采用1:3泥沙。4、联线方式：串联联线，采用毫秒延期电雷管，煤矿矿用3级乳化炸药，规格为150㎜*35㎜*150g,使用FD150/200型电容式放炮器。5．周边眼装药量结构及规定：当f=3～5时，装药量为150克/眼。爆破起爆方式串联、多次起爆。施工质量技术要求打眼前必须由安全员、班组长、打眼工共同确定好施工方位，并找出巷道周边轮廓标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。附图4：炮眼布置三视图按设计断面施工。中线至任何一帮的距离偏差在允许的±100mm之间。放炮后，人员站在安全地点，用长钢钎工具进行敲帮问顶，撬掉危岩，打好临时支护后方准进行其他作业，严禁空顶作业。表1爆破说明书（半煤巷）巷道类别炮眼名称眼号眼数（个）炮眼深度（m）炮眼角度装药量合计爆破顺序联线方式水平垂直卷数重量kg/眼充填卷数重量kg煤巷双排眼1-662,2585°40.80.9244.8Ⅰ岩巷辅助眼8、9、12、1342.2882°40.80.9163.2Ⅱ串联周边眼7、10、11、1442.00090°30.61.0122.4Ⅱ水沟眼1512.00090°30.61.030.6Ⅰ单独起爆合计152940.25511预期爆破效果爆破作业原始条件表表2序号名称单位数量备注1掘进断面面积m25.62净断面积m25.03岩石坚固性系数f4—64炮眼利用率%805每循环雷管用量个15毫秒延期6每循环炸药用量Kg112号岩石炸药7炸药规格32×200×1508凿岩机台2YT—76559人工装岩5装、运岩（煤）方式装岩（煤）方式巷道掘进中，工作面使用人工装岩（煤）。二、运输方式施工中采用MF—1.1—0.8型翻斗矿车运输，人工推车至运输下山挂钩处，绞车提升运输。运输：工作面——运输顺槽——采区运输下山（JTPB—1.6×1.5绞车提升）——采区上部车场——+1133运输大巷（防爆电瓶车运输）——主斜井底车场——主斜井（JTP—1.6×1.2绞车提升）——地面。运料：地面——主斜井（JTP—1.6×1.2绞车下放）——+1133运输大巷（防爆电瓶车运输）——采区上部车场——采区运输下山（JTPB—1.6×1.5绞车下放）——运输顺槽——工作面第四节管线及轨道铺设一、在掘进施工中所铺设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50㎜。风水管要接口严密，不得出现跑、冒、滴、漏现象，风、水管要随工作面前进及时延长，以备工作面正常压风、供水。风筒要吊挂平直，逢环必挂，不漏风，风筒出风口距迎头7m，材料工具码放整齐，挂牌管理。二、轨道的敷设必须符合规定：1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不的大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。2、直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高与内轨顶面的高低偏差，都不得大于2mm。3、同一线路必须使用同一型号钢轨。4、轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。三、道渣和轨枕要求：1、道轨铺好后，道心要填平，砸实。2、道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并且紧固牢实，不得松动。3、道心严禁填煤块、木柴等。第五节施工设备和工具序号名称规格型号单位数量备注1凿岩机7655台3备用一台2风机FBD-NO5.5×2台23绞车JTPB—1.6×1.5台14气动锚杆钻机MMJ—5007.5KW台15探水钻ZLJ——3605.5KW台1第五章生产系统第一节通风一、通风技术要求1、局部通风机装置设备齐全、安设消音器。2、使用“双风机、双电源”及自动转换，并实现“三专两闭锁”，3、局扇必须定期检查维修,保持正常运转,自动转换,每天由电钳工和班组长共同试验,并有试验记录。4、局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。5、局扇必须安设在距回风口10m外新鲜风流巷道中，局扇距底板不小于300mm,外轮廓线距轨道边水平距离不得小于0.7m，由瓦检员负责管理，任何人不得随意停开风机。6、在局部通风机处设瓦斯检查箱，局部通风管理牌板上应填写：作业地点、队组、局部通风机功率、供风距离、供风量、设计风量、出口风量等。7、局部通风机处应设不少于4个灭火沙箱，规格为0.4m×0.25m×0.25m。8、风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，不漏风,破口处补贴后要平整,转弯处使用好骨架风筒。9、风筒末端使用硬质风筒，风筒末端距工作面不大于7m，工作面必须使用防炮崩风筒，长度不小于10m。10、因故停电停风时，在恢复通风前，瓦检工必须仔细检查风机及开关10m范围内的瓦斯浓度，在低于0.5%时，方可启动局扇。11、出现高顶瓦斯积聚时，必须设挡风障或甩风袖等方法处理。二、监测管理本工程施工时，按要求安设KJ101N-45B型瓦斯传感器2台，具体见下表。探头地点报警断电复电断电范围T1距工作面5m≥1.0%≥1.5%﹤1.0%工作面及巷道内全部电器设备。T2距回风口15m≥1.0%≥1.0%﹤1.0%工作面及巷道内全部电器设备。1、瓦斯传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300mm、距两帮不小于200mm处，必须吊挂在巷道的回风侧。吊挂处必须顶板完好、无淋水。2、瓦斯传感器由工作面人员负责管理，每次放炮前摘下移至安全地点、放炮后按要求挂好。3、瓦斯传感器要完好防爆，监测电缆采用不燃型电缆，悬挂于动力电源上方，相距不小于0.1m。4、安全监控设备必须定期进行调试校正每月至少一次，每7天必须用标准气样和空气对传感器的灵敏度、零点进行校正。5、当班段队长入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5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作进行处理。6、瓦检工检查瓦斯时应与传感器进行校对，超差要通知安全调度由监测工及时调整。7、安全调度必须每半小时检查一次主机监测值，发现问题及时向矿领导汇报。8、传感器报警时，瓦检员现场检查探头附近及回风流中瓦斯浓度以便准确掌握瓦斯情况，在确认安全无问题后，方准送电。9、瓦斯传感器复电前必须经瓦检员检查探头附近及回风流中的瓦斯浓度以便准确掌握情况，确认无问题后，方准送电。10、断电仪由监测队专业人员调试，其他人员不得私自甩掉断电仪设备，任何人不得随意调整瓦斯浓度控制值。11、当瓦斯浓度超过规定时矿井监测装置切断电气设备的电源后，严禁自动复电，只有当瓦斯浓度降到《规程》规定以下时，方可人工复电。三、瓦斯管理1、每班段队长、值班员、监测工、瓦检员必须领取便携仪，工作面的便携挂在风筒的另一侧，距工作面5m处，其他人员随身携带，随时检查作业地点的瓦斯情况。不小于3次。2、严格执行“一炮四检制”打眼前、装药前、放炮前、放炮后都必须检查瓦斯。3、工作面停电、停风时需切断电源，撤出人员汇报调度。4、工作面瓦斯浓度达到1.0%时停止打眼装药、放炮，断电撤人汇报调度。5、工作面回风巷内流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。6、采掘工作面及其它巷道内，体积大于0.5m³空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m范围内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。7、所有人员必须做到无风、微风、瓦斯超限不作业。8、瓦检员必须每班认真检查局扇及开关10m范围内的瓦斯情况，不得空检、假检、漏检。9、瓦检员必须井下工作面现场交接班。四、防尘、防爆1、工作面严格采用湿式凿岩、放炮喷雾、出货洒水、净化通风、使用水炮泥和定期洗尘等综合防尘措施。2、巷道内消尘系统齐全可靠，防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。3、巷道内必须建立完善的防尘洒水管路，安设2寸静压水管。五、防水1、坚持“逢掘必探，先探后掘，长探短掘”的原则。2、巷道水沟整齐合格，水沟内的淤泥必须清除保证正常排水。3、工作面出现挂红、挂汗、空气变冷、雾气、顶板淋水加大或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，撤除所有受水威胁地点的人员。第二节通风系统一、通风方式及供风距离采用FBD—NO7.5×2对旋式压入式局部通风机通风，局部通风机安设在一采区运输顺槽车场处，距D102独立回风系统回风顺槽回风联络巷20米前。二、通风系统新鲜风：地面——主斜井——+1133运输大巷——采区运输下山——局部通风机——工作面。乏风：工作面——D102独立回风系统回风顺槽——D102独立回风系统回风顺槽回风绕道——采区回风下山——总回风巷——地面。三、局部通风机选型计算:1、工作面所需风量的计算：(1)、按工作面人员数量计算:Q=4×N=4×15=60㎡/minN掘进工作面同时工作的最多人数,(2)、按掘进工作面瓦斯涌出量计算:本矿井属低瓦斯矿井，根据施工揭露工作面瓦斯涌出量很小，因此不在按瓦斯涌出量进行计算。（3）、按最低风速计算：Q=60vSj=60×0.25×5.76=86.4.0m³/minQ—工作面所需风量v—掘进最低风速，0.25m/sSj—巷道的掘进断面积㎡60＜86.4取86.4m3/min为最低有效风量根据计算最大风量为m3/min。2、局部通风机的工作风量（1）、局部通风的工作风量Q吸＝PQ＝1.45×120＝174.0m3/min根据计算所选一台FBD-NO7.5×2对旋式局部通风机，Ф600mm抗静电阻燃胶质风筒一趟，满足施工要求。表4风机性能型号机号风量范围m³/min静压范围Pa效率％转数r/min电机型号功率KwFBD-NO7.5×24140—185740—33008029307.5×2四、巷道所需风量计算1、按CH4、CO2涌出量计算Q=100qkq为CH4或CO2的绝对涌出量，分别是0.16m3/min、0.37m3/min，取0.37m3/min式中：Q掘——掘进工作面的实际需风量，m3/minqCH4——工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/minK——工作面瓦斯涌出量不均的备用风量系数，取2.5Q掘=100×0.37×2.5=92.5m3/min按炸药用量计算Q=25A=25×5.25=131.25m3/min式中：Q——工作面实际需要风量，m3/min；25——每1kg炸药量不低于25m3/min的配风量；A——工作面一次爆破的最大炸药用量，取5.25kg；故Q掘=4×28人=108m3/min按最低和最高风速验算15S＜Q＜240S15×5＜131.25＜240×575＜131.25＜1200m3/min式中：S—工作面断面积，5m2符合《煤矿安全规程》的要求。按通风机吸风量验算Q总=Q机+Q巷=106+0.15×60×5=151m³/min式中：V——巷道风速：0.15m/sS——巷道断面积5m2因此，该巷道全负压供风量小于210m³/min五、使用局扇的有关规定1、巷道施工前，必须配备双风机、双电源，要求能进行自动切换并保证灵敏可靠，否则不准施工。风筒距工作面不大于5m，保证工作面足够的新鲜风流。2、安装局部通风机的地点，全风压风量要大于局部通风机的吸风量，还应保证局部通风机吸风口至施工巷口之间的最低风速不小于0.25m/s。3、局扇必须由各班班长或指派专人负责管理，保证正常连续运转，并要安设消音器，局扇及开关都必须上架且高出地面0.5m。4、局扇和工作面的各电气设备必须进行风电闭锁，即送风后才能送电，并要安装瓦电闭锁装置，严格执行“三专两闭锁”供电制。5、局扇要安装开停传感器、断电传感器、消音器和挂局扇管理牌板。6、风筒接口要严密不漏风，工作面风筒不落地。7、必须保证风机连续运转，不得无故停电、停风。8、风筒吊在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死弯现象。第三节压风系统风源来自地面压风机房，压风机型号LG——20/8，排气量：20m3，功率110KW，分别用Φ50mm铁管接至工作面迎头。压风系统：地面空压机房——主斜井——+1133运输大巷——采区运输下山——D101运输顺槽车场石门——工作面。防尘系统1、防尘供水系统地面静压水池260m3主斜井——+1133运输大巷——采区运输下山——D101运输顺槽车场石门——工作面。工作面等巷道的供水管路每隔50m设置一个“三通”阀门，并配有胶皮软管，平时定期冲洗巷道使用。主管路采用Ф108铁管，工作面管路2寸水管。防尘措施（1）坚持湿式打眼，严禁干打眼。（2）在施工过程中巷内必须敷设2寸静压水管，应在供水管路中安装过滤器，保持水质清洁。（3）巷道每延掘50m设一个洒水三通，各转点处装洒水装置。（4）施工过程中距回风口50m处设置一道固定水幕，距工作面30—50处设置一道移动水幕，掘进巷道每100米处设一道水幕。（5）工作面不小于30m范围内，必须洒水降尘。第五节矿井防灭火预防措施为加强矿井内因火灾和外因火灾的防治，杜绝矿井火灾事故的发生，特制订矿井防灭火安全技术措施：一、矿井外因火灾防治：1、建立健全防火机构和防火制度。2、在地面设置消防水池通过消防管路系统达到井下各个作业地点，井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。地面的消防水池必须经常保持不少于200m³的水量。3、井口房及以井口为中心的联合建筑，必须用不然性材料建筑。4、进风井口应装设防火铁门，防火铁门必须严密并易于关闭。打开时不妨碍提升、运输和行人通行，并定期维修。未设防火门之前，必须有防止烟火进入矿井的安全措施。5、井下所有硐室全部设防火铁门，确保灵活好使。以便迅速隔绝风流，防止灾害扩大。6、井下变电所、绞车房等硐室要备有灭火器和灭火砂箱。7、井下使用的汽油、柴油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押送至使用地点。剩余的汽油、柴油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。8、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，并由专人定期运到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。9、井下清洗工具时，必须在专用硐室内进行，并必须使用不然性和无毒性洗涤剂。10、掘进工作面的风筒和电缆不准混挂，此项工作由掘进段、机电段和通风部门负责。11、井口房和通风机房附近20m内，不得有烟火或用火炉取暖。12、井筒与各水平的连接处及井底车场，主要绞车道与主要运输巷、回风巷的连接处，井下机电设备硐室，主要巷道内带式输送机头前后两端各20m范围内，都必须用不然性材料支护。13、在井下和井口房，严禁用可燃性材料搭设临时操作间、休息间。14、井下严禁使用灯泡和电炉取暖。15、井下和井口房内不得从事电焊、气焊工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风巷内进行电焊、气焊工作，每次都必须制定安全措施，经总工程师批准，方可实施。16、井上、下必须设置消防材料库（1）井上消防材料库设在井口附近，并有轨道直达井口，但不得设在井口房内。（2）井下消防材料库应设在每个生产水平的井底车场或主要运输大巷中，并装备消防列车。（3）消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定，并定期检查和更换，材料、工具不得挪作他用。17、井下爆炸材料库、机电设备硐室、材料库、井底车场、使用带式输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，都应至少备有8KG灭火器6个、0.2m³灭火砂箱5个、锹镐各5把，水桶5个。18、井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。19、每季度对井上、下消防管路系统，防火门、消防材料库和消防器材的设置情况进行一次检查，发现问题及时解决。二、内因火灾的防治1、掘进工作面在掘进过程中，严禁留有浮煤；2、采煤工作面在回采结束后，立即对上下巷进行永久封闭，杜绝向采空区供风；3、在开采技术方面，要正确选择矿井的开拓方式、采煤方法和开采程序，合理布置采区，不得任意采掘规定的段间、区间煤柱，以提高开采有自然发火危险煤层的矿井先天防火能力。

4、在通风技术方面，要选择合理的通风方式，正确设置控制风流的设施，采取均压防火措施，加强通风防火管理等，以减少漏风，这对防止煤炭自然发火有重要作用。

5、加强采空区的监测手段，在采取回风道安设一氧化碳传感器随时监测采区一氧化碳情况，掌握自然发火预兆，及时进行发火预测预报，把自然发火消灭在“萌芽”阶段。

6、对采掘生产过程中遗留下的各种发火隐患要及时处理，加强对废旧巷处理，及时充填煤巷碹，及时处理高温火点。

7、采用卤化物阻化剂防灭火技术，煤炭自然发火是由于煤与空气中的氧气相互作用的结果,在漏风不可避免的情况下,在煤的表面喷洒上一层隔氧膜,阻止或延缓煤的氧化进程。阻化剂主要是卤化物与水溶液能浸入到煤体的裂隙中,并盖在煤的外部表面,把煤的外部表面封闭,隔绝氧气。同时,在采煤工作面回采过程中，向空区喷洒卤化物，封闭煤体表面，杜绝煤与空气中的氧气相互作用的结果。第六节安全监控掘进工作面巷道内安设1台甲烷传感器。断、复电瓦斯浓度及断电范围：断电值：≥1.5％CH4。断电范围：本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。复电值：＜1.0％CH4。报警值：≥1.0％CH4。监控设施管理措施：（1）甲烷传感器一个应悬挂在工作面掌子头后5m处风筒的另一侧，距顶板不大于300mm。另一个应悬挂在工作面回风口15m处风筒的另一侧，距顶板不大于300mm。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒落及其他损坏。（3）甲烷传感器只有监控人员有权校核，每7天用标准气样标校一次，日常若有故障，应及时处理。（4）掘进工作面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，监控工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，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）掘进工作面传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。(7)每次放炮前必须把甲烷传感器撤到掌子面后距放炮地点85米。甲烷传感器、监测线必须保护好，喷浆时必须用编织袋或色彩布包裹上。（8）洒水灭尘时，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。（9）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。第七节供电系统一、供电系统地面供电电压等级为380V和220V，井下供电电压等级为660V和127V。由于主井和风井场地相距较近，因此设计主井和风井场地共用变电所，主井和风井场地地面设备分别由该变电所内变压器供电。井下水泵房水泵、绞车房绞车、运输顺槽及工作面设备由地面变电所变压器供电（低压下井），自地面引4趟电源线路（2趟局部通风机专用2趟其他负荷用电）下井。地面供配电根据矿井所处的位置及开拓方式，在矿井工业场地设置10KV变电所向地面供电。一级负荷均采用双回路电源供电。高压馈电柜采用自动监控及人工操作。井下供配电井下水泵房水泵、绞车房绞车、运输顺槽及工作面相关设备由地面变电所变压器供电（低压下井），自地面引4趟电源线路（2趟局部通风机专用，2趟其他负荷用电）下井。在主斜井、井底车场、运输大巷、绞车房、运输下山、水泵房、井下消防材料库等内设置固定照明装置。主要通风机、排水泵、空压机、监控设备，主斜井提升绞车等为双回路供电，备用回路必须带电备用。局部通风机供电必须实现“三专两闭锁”，即局部通风机必须采用三专（专用开关、专用变压器、专用电缆）供电。使用局部通风机供风的地方必须实行风电闭锁，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。掘进工作面，必须装备甲烷断电仪和风电闭锁装置。下井电缆由地面双回路铺设4条电缆从主斜井至井下配电点，在由配电点铺设电缆至各个用电点。变压器的选型及供电要求（1）地面变压器选型地面变压器计算和选型如下表安设位置所供设备工作容量PN(KW)需用系数K∑de功率因素COSΦWM计算负荷sca=∑PK*KdeCOSΦWM变压器台数地面变电所地面设备426.700.650.74375.6S9—400/10,1/0.42地面变压器选用2台容量为400KVA的S9——400/10,10/0.4型变压器供地面设备。井下变压器选型井下变压器选型计算见下表安设位置所供设备工作容量PN(KW)需用系数K∑de功率因素COSΦWM计算负荷sca=∑PK*KdeCOSΦWM变压器台数地面变电所井下局部通风机专用30.001.000.68244.01KS9—50/10,10/0.692地面变电所井下其他负荷835.000.600.683733.62KS9—800/10,10/0.692选用2台容量为50KVA的KS9—50/10,10/0.69型变压器作为局部通风机专用变压器为局部通风机供电选用2台容量为800KVA的KS9—800/10,10/0.69型变压器作为井下其余设备供电。三、低压电缆的选择⑴、用长时允许工作电流来选择=40.2A考虑到供电线路较长选用MY-335+116电缆，而MY-335+116电缆长时允许负荷电流为138A>40.2A满足故=1\*GB3①干线电缆预选择MY-335+116电缆满足要求。⑵、用允许电压损失来校验=1\*GB3①求变压器电压损失：式中：代入得：6.7V②支线电缆电压损失[最长支线]：=4.4V③用允许电压损失校验2故所选=1\*GB3①干线电缆选用MY-3*35+1*16满足要求。用以上同样的方法得：=2\*GB3②干线选用MY-3*35+1*16电缆。=3\*GB3③干线选用MY-335+116电缆=4\*GB3④干线选用MY-325+116电缆变压器序号名称型号单位数量电机功率1采区提升绞车JTB—1.6×1.5台11322信号综保ZXZ8—4.0台14.03风机FDB—2×7.5台2台（备1台）2×7.54其它负荷44KW合计∑Pe=113KW三、开关的选择与整定1、开关的选择根据用电负荷的容量和设备的运行方式，开关选择如下：25绞车开关选用：QBZ-80N信号综保选用：ZXZ8-4.0风机开关选用：QBZ-80+802、开关的整定⑴、3#KBZ-200馈电开关的整定A、最远点的两相短路电流：求换算长度，352-95米、252-300162-10则LH=950.71+300*1.36+10*3.01717.25米查表得:最远点短路电流为763AB、根据灵敏度确定整定值：从提高灵敏度的角度出发及KBZ-200馈电的最小整定值，取200。校验：>1.5则整定值取200满足要求。用以上同样的方法得：右部区变电所9#馈电开关的整定值为：200⑵、根据设备的容量和开关的保护特性，各启动开关整定如下：①风机开关QBZ-80+80：20A②JD-1.6绞车开关QBZ-80N：30A③信号综保ZXZ8-4.0：10A五、所需开关、电缆明细表序号名称型号数量单位备注1真空磁力启动器QBZ—120D1台2真空磁力启动器QBZ—80N2台3双电源风电闭锁组合开关QBZ-80+801台4电缆MY-3*35+1*16155米5电缆MY-3*25+1*16300米6电缆MY-3*16+1*1025米7电缆MY-3*10+1*4106米8信号综保ZXZ8—4.01台六、机电设备管理及安全技术措施1、机电设备管理要求1）风机双电源风电闭锁组合开关转换说明：主机接风机线，辅机接生产线。主、辅机之间设电气联锁互相自动转换。主机带一常开无源接点。串联在工作面总控开关（连锁开关）的控制回路，主机停机（即停风）时联锁开关跳闸，主机不开时联锁开关送不上电。主机开机时联锁开关才能送上电。2）井下机电设备使用必须符合《煤矿机电设备完好标准》。3）井下电气设备的选用必须符合《煤矿安全规程》444条，电气设备防爆合格率达100%。4）操作井下电气设备必须是专职或值班电气人员，否则不得擅自操作电气设备。5）一切容易碰到的裸露的电气设备及其带动的机器外露的传动部分必须加装护罩或遮拦，防止碰触危险。6）井下检修或搬迁电气设备或电缆前，必须切断电源，在瓦检员的配合下，瓦斯在巷道风流中浓度1％以下时并用同电压相适应的验电笔检验无电后，方可进行导体对地放电。7）所有开关把手切断电源时都应闭锁，悬挂“有人作业，禁止送电”标志牌，并设专人看管，只有执行这项任务的人员，才有权取下此牌并送电。8）橡胶电缆的接地芯线，除作检测接地回路外，不得兼作其他作用。9）工作面配电点和风机位置，必须设在距回风流10米以外巷道内。10）电缆的敷设与管理必须符合，《煤矿安全规程》468、469、470、471、472、条中要求。11）井下必须使用防爆电话，电话线连接使用符合防爆要求的连接装置，井下电话线严禁利用大地作回路，电话线的悬挂要求与电缆相同。12）绞车零部件齐全完整达到完好标准，安装牢固，压顶、戗柱及地锚合格，绞车启动器必须使用可逆开关，声光信号齐全，必须具有合格的一坡三挡，绞车钢绳及连接装置必须达到《煤矿安全规程》402、405、406、407、408、409条要求。13）定期对小绞车进行安全检查，包机队每日一次检查，检查落实负责人做好各项检查记录，发现问题立即处理。14）运输机的安装、使用、维护，减速机及带油滚筒定期注油，输送机的机头、机尾控制信号必须齐全，严禁使用皮带运送物料。机电设备必须按《煤矿安全规程》进行操作。2、电气安全技术措施1）过流保护：必须按《矿井低压电网短路保护装置整定细则》执行，实际供电中的开关整定值按供电设计中提出的整定，如有变化必须及时正定。2）漏电保护：执行《煤矿井下漏电继电器的安装、运行维护与检修细则》各队机电人员每天设专人对变压器漏电保护进行本身模拟试验，确保漏电器即不误动也不拒动，禁止漏电继电器甩掉或假设，每月的检查试验必须有专门的记录。3）660V电压等级的漏电继电器整定值必须大于或等于11千欧。4）检漏继电器的维护、检修及调试工作，记入专门的记录本。5）检漏继电器的辅助接地极单独设置，辅助接地极及引线与局部接地极及引线之间的裸露导线之间的直线距离必须大于5米。3、接地保护装置1）必须执行《煤矿井下接地保护装置安装、维护与检修细则》规定。所有必须接地的设备和局部接地装置，都要和总线接地网连接。2）局部接地极必须设在巷道水沟内。3）连接导线，接地导线采用断面不小于25mm2的裸铜线或断面不小于50mm2的钢角线。4）局部接地极采用铁管，铁管直径不小于35mm的，长度不得小于1.5米管子上至少要钻20个直径不得小于5mm的透眼。4、风水管路的管理措施1）风水管路杜绝羊角和风水环，过道使用硬管连接，吊挂平直、清洁干净，无跑风漏水现象。2）每次处理风水管路时，必须将风水管路内的残压放净，方可进行。3）接风水管试风水时，管路开口正前方禁止有人。第八节排水系统根据地质说明书有关资料，该煤层掘进范围内水文地质条件简单，局部砂岩裂隙发育并含一定量的砂岩裂隙水，以净储量为主，预计对生产影响较小。但掘进中必须坚持“逢掘必探,先探后掘”的原则,发现水文地质异常应及时通知汇报矿调度，确保安全生产。根据本矿，在主斜井底设一个水泵房，主水仓、副水仓容量共为1200m3，铺设两趟Φ150mm，在一采区运输下山井底设置一个水泵房，主水仓、副水仓容量共为1200m3，铺设两趟Φ=150mm的管路；工作面在巷道右帮砌有水沟，工作面的水经水沟流至运输顺槽车场在流至采区下山井底水泵，经井底水仓抽出至地面。排水路线：①主斜井水泵房——主斜井——地面②一采区运输下山井底水泵房——一采区运输下山——+1133运输大巷——主斜井——地面③工作面——D101运输顺槽车场——采区运输下山井底水泵房——采区运输下山—+1133运输大巷——主斜井——地面序号设备名称型号技术参数数量单位用途安装地点备注1单吸离心水泵D155—30×6流量155m3/h扬程180m3台主要排水泵井底水泵房2排水管路Φ=150mm排水直径150mm2趟排水管路井底水泵房3单吸离心水泵D155—30×7流量155m3/h扬程210m3台主要排水泵采区运输下山井底水泵房4排水管路Φ=150mm排水直径150mm2趟排水管路采区运输下山井底水泵房第九节通讯和信号一、通讯本工作面安设的电话能够直接和采区运输下山绞车硐室、井底水泵房、地面绞车房、地面调度室、地面值班室等相互联系。二、信号绞车必须设双向声光兼备信号装置。岗位工不得擅自离岗，且持证上岗。第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织一、劳动组织：1、严格执行现场交接班制度，采用“三八”工作制，所有职工必须持证上岗，每班工作8小时，三班掘进。2、工作面组织方式：先打工作面炮眼、装药放炮、上临时支护、人工出货、上永久支护、要求循环进度1.5米。3、水沟与工作面同时形成。4、按正规循环组织生产，在人员不足和有影响时，可以进行质量标准化工作。劳动组织表工种出勤人数备注一二三计班长1113打眼工2226放炮员1113支护工1113出货工2226电钳工1113安检员1113瓦检员1113合计10101030为保证正规循环作业的完成，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。、、第二节主要技术经济指标表项目单位数量项目单位数量循环要求进度m1.5锚杆班消耗根2日次数次3日消耗根6循环率%80月消耗根180月循环次数次72火药班消耗kg11进度要求班进度m1.5日消耗kg33日进度m3.6月消耗kg990月进度m108雷管班消耗个15定员在册人30日消耗个45直接工人21月消耗个1350出煤矸量循环立米/车1.1掘进成本元/m540班立米/车1.1支护成本元/m50日立米/车1.1总成本元/m600第七章安全技术措施第一节施工准备一、施工前，由段长负责组织技术人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，施工人员经考试合格后，方可下井作业，没出勤人员在上班后由段长通知技术人员传达贯彻《作业规程》，考试合格后，方可入井作业。二、施工前，测量部门必须提前给出中线，施工单位严格按线施工。三、开门前必须对支护和环境进行检查加固和清理。四、开门前应提前按设计要求，形成正规的通风系统和其他系统，并能正常使用，同时准备好各种支护材料和所需工具。五、开工前必须经相关职能科室检查同意后，并且持有获批准的开工报告方可施工。第二节一通三防一、通风管理1、此工程施工时采用局扇压入式通风方式。2、工作面局部通风机安设位置按图所示，该处进风量不小于局部通风机的吸风量，并且局部通风机进风口与回风口之间的巷道风速达到要求。局部通风机及其开关距回风口不小于10m，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器；风机必须吊挂或置于专用的局部通风机架上，并且距底板的高度不小于0.3m。两台局部通风机必须错开一定距离，且严禁安设在一条直线上。3、局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。4、局部通风机供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁”，施工单位每天对“风电闭锁”进行检查；掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”，监控工每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。5、局部通风机必须保证正常运转，施工单位安设专职司机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。6、因检修或其他原因需要停电时，停电单位必须提前一个小班提出书面申请，并经矿生产调度会平衡、相关单位签字同意后，方可按申请规定停电源。7、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，只有停风区中最高甲烷浓度不超1％和二氧化碳不超过1.5％，而且局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5％，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。8、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。9、风筒出口距工作面距离不大于7m，且迎头必须用二节耐崩风筒，每节耐崩风筒长为5m。10、通风段要加强右部区通风系统管理，确保通风系统稳定可靠，局部通风机严禁发生循环风。11、距工作面5m范围内，在巷道中部悬挂灵敏可靠便携式瓦斯报警仪和甲烷传感器。距顶板不大于300㎜。12、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1％或二氧化碳浓度达到1.5％时必须停止作业，撤出人员，并采取措施进行处理。13、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1％时，必须立即停止作业，并采取措施处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％，回风瓦斯达到1％时，必须停止工作，撤出人员，并采取措施进行处理。电动机及其开关安设地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员切断电源，并采取措施进行处理。14、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1％以下、CO2浓度降到1.5％以下时，方可人工手动复电。15、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5％时，必须停止作业，撤出人员、汇报矿调度所，查明原因，并制定措施进行处理。16、工作面必须安排专职瓦斯检查员，经常检查工作面的瓦斯情况；瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查员立即责令现场人员停止工作，切断超限区域内电器设备电源，并将人员撤到安全地点。17、掘进工作面施工时，迎头必须悬挂便携式甲烷检测仪。瓦斯浓度达到1％时，立即停止作业。18、“四位一体’过地质构造带管理（1）地质人员应经常深入井下，了解工作面的地质变化情况，掌握构造情况，及时分析、总结、修正地质资料。（2）生产单位班组长、区队长、瓦检员、安监员要密切注意地质构造，当顶板、底板发生异常变化时，要及时向矿调度室、地测科汇报。矿调度室要通知有关单位及人员进行现场签字，制定针对性措施，确保过地质构造期间的安全。（3）监测工要实行不间断的瓦斯监测，发现掘进工作面瓦斯涌出异常以及瓦斯浓度达到1％时，要立即断电，并汇报矿调度所，查明原因。（4）过地质构造异常带时，施工单位必须及时编制有针对性的安全技术措施，加强顶板管理，防止大面积片帮、冒顶，引起瓦斯超限。二、防尘管理1、施工单位必须设专人对整个掘进巷道每天冲洗一次。各种喷雾必须齐全，并正常使用。在距工作面50m范围内安设2道净化水幕，一道是距工作面30m内设放炮喷雾，另一道是距工作面50m内设回风净化装置。放炮时正常开启，保证水压不小于4MPa。2、通风部必须在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，第一列水棚距工作面60m，水量不小于200L/m²，棚间距1.2m，安设后要经常加水、维护、确保水量充足。3、通风应定期采集各作业工序粉尘样品测定，并按《煤矿安全规程》规定定期进行游离SiO2含量测定。当粉尘中游离SiO2含量大于10％时，总粉尘浓度不得超过2mg／m³，当粉尘中游离SiO2含量小于10％时，总粉尘浓度不得超过10mg／m³，呼吸性粉尘浓度符合规定。4、加强个人防护，进人工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。三、防火管理1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装人铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必须密闭回收至地面，严禁随地泼洒。2、掘进过程中如发生冒顶，除需要架木垛或采取其他管理措施外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面通知通风区及有关单位做好防灭火工作。通风区应立即预设观察孔和措施孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度情况，发现异常，立即汇报处理；通风区应对发现一氧化碳或高温点的区域实行注水降温、注凝胶充填等措施，防止高冒区自然发火。3、任何人发现火灾时，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。矿调度在接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班调度和在现场的区队长、班组长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、器材进行直接灭火。4、电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁上直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。5、在抢救人员和灭火过程中，矿值班调度必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。第三节顶帮管理1、顶板管理：施工时采用“锚杆”支护。加强顶板支护，施工中根据顶板情况，采取针对性措施。2、支护：严禁空顶、空帮作业，掘进巷道必须架设临时支护，炮前最大空顶距为1.0m，炮后最大空顶距为2.5m。施工时两帮易片帮时打设帮锚。3、敲帮问顶制度：必须坚持敲帮问顶制度，严禁空顶作业，每次进人工作面前，班组长或跟段队长必须对工作面顶底板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患方可入内，打顶部锚杆眼前，必须由有经验的工人站在安全地点用长把工具（2m以上）用以撬落危石、浮石，离层煤岩，处理隐患时，设专人观察顶板及周围情况，否则严禁作业。4、锚杆眼施工应符合下列要求：（1）、锚杆眼必须按作业规程规定的间排距施工。（2）、打眼前必须敲帮问顶，撬掉活矸，离层的煤岩。对有可能发生冒落的位置附近，打锚杆眼前必须上临时支护后再打眼，钻眼时应按事先确定的眼位标志处钻进，钻完后应将眼内的岩粉和积水吹（掏）净。（3）、永久支护应做到当班跟道掌子头。（4）、锚杆眼必须按规定角度施工，严禁打设穿皮、松动、长脖子、反托盘、双托盘锚杆。（5）、使用树脂锚杆应用防护手套，未固化的树脂药包和固化剂具有毒刑和腐蚀性，避免与皮肤接触。破损的药包，应及时处理，严禁树脂药包接触明火，树脂药卷必须放在专用箱内。（6）、对使用的锚杆下井前应抽样进行拉力试验。5、施工人员经过培训，熟悉气动锚杆机的性能和使用方法及注意事项，并严格按操作规程操作。6、顶部锚杆眼或安装锚杆时，必须在有临时支护的地方下进行，严禁空顶作业。7、使用∮27mm的钻头及配套钎杆打眼。8、使用CKφ23×350mm树脂药卷搅拌时间30S，等待时间60S对锚杆进行紧固。9、安装锚杆时，药卷必须送到孔底方可搅拌。10、如有失效报废锚杆，必须及时补充。11、严禁使用过期作废的锚杆药卷，严禁少装药卷或使用不合格的锚杆。12、锚杆螺丝必须上紧，并派专人对锚杆进行二次紧固。13、必须保证锚杆托盘紧贴岩面。14、施工期间不得使用顶板锚杆起吊重物。15、经常观察巷道的变化情况，如有损坏严重的地方必须及时加强支护。16、地质部门要及时提供顶、底板岩性资料，以便及时修改支护设计方案。17、锚杆支护监测：（1）锚固力监测。施工单位每月必须对锚杆的锚固力检测工作实行自查，职能部门每月组织专人进行抽查。对锚固力不合格的锚杆、锚杆应立即补充，确保锚杆支护效果。（2）巷道顶板离层监测。每隔100m安装一个顶板离层指示仪。离层指示仪应安设在巷道中部，其深基点应固定在锚杆上方较稳定的岩层中，浅基点应固定在锚杆端部位置。（3）巷道顶底板、两帮相对移近量监测。每隔200m设置一处巷道顶底板和两帮相对移近量监测点。（4）锚杆载荷监测。在巷道内设置2处锚杆载荷监测站，间距300～400m，进行全断面支护载荷监测。(5）日常观测。各监测站由生产技术部门指导生产单位安设，施工单位落实专人负责，新安设观测站每天进行一次观测，以后每周进行一次观测，观测数据及时上报生产技术部门，由生产技术部门及时统计、分析，形成报表，报送有关领导、职能部门及生产单位，以便掌握工程情况，并优化设计方案，确保安全生产。（6）根据观测信息反馈情况，巷道各观测站数量可以适当减少。（7）施工单位必须落实专人监护巷道支护状况，发现断锚、围岩异常等现象，要及时汇报生产科、矿调度以及有关领导，以便及时采取措施，确保安全。（8）当地质条件变化时，要及采取相应措施，立即修改支护参数或改变支护形式。第四节爆破1、井下爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制度”。2、工作面采用毫秒爆破，总延期时间不得超过130ms，应全断面一次起爆。3、爆破员必须把炸药、电雷管分别存放在专用爆炸材料箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆炸材料箱必须存放在顶板完好、支架完整且避开机械、电气设备地点。爆破时，必须爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。4、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线、硬拽管体，也不得手拉管体、硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出；抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。5、装配引药时，必须遵守下列规定；（1）必须在顶板完整、支架完好、避开电气设备和导电体在爆破员作地点附近进行，严禁在爆炸箱上装配起爆药卷。（2）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。6、装药前，首先清除眼内的煤岩粉，再用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须密接。7、炮眼必须用炮土封实，封泥长度不得小于0.5m。8、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破。（1）采掘工作面的空顶距离不符作业规程规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。（2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%.（3）爆破地点20m以内有未清除的煤、矸，或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透采空区等情况。（5）采掘工作面风量不足。（6）有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗、有水叫、雾气）。9、每次放炮前班组长必须亲自布置专人在所有通往放炮地点道路内设警戒，每两人一组，警戒人员负责清出放炮危险区域范围内的所有人员，一人设岗，一人回去通知放炮员，放炮员没得到所有警戒人员设好岗的通知严禁放炮，警戒人员没得到放炮员撤岗的通知，严禁擅自撤岗或脱岗，警戒距离直巷不得小于85m，折巷不得小于55m，警戒位置见巷道布置图，警戒地点必须在顶、帮完好的壁龛内。10、爆破母线和连接线应符合下列要求；（1）爆破母线和连接线、雷管脚线和连接线、脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得和导电体相接触。（2）爆破母线随用随挂，不得使用固定