盘区掘进作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本掘进巷道名为6#顺槽，位于7#层西盘区南翼轨道上山140米处，东、南均为实体

煤，北接轨道、皮带、回风三条上山，西邻西盘区8"顺槽。

二、巷道用途

7"层西盘区6#顺槽服务7#层西盘区综采工作面，当综采工作面回采时，6#顺槽作为

机轨合一巷，而西邻的8"顺槽作为工作面回风巷。

三、巷道性质

7#层西盘区6#顺槽沿下分层煤层见底挑顶掘进，为回采巷道。

四、设计施工长度及服务年限

7#层西盘区6*顺槽设计长度870米。

服务年限：5个月。

五、工程量

掘进工程量：10962米3。

六、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2012年6月开工，预计2012年H月竣工。

六、巷道布置平面图

巷道布置平面图：见图ITT(1:2000)

第二节编写依据

一、安全专篇：大同市吴官屯煤业有限责任公司水平延深接替安全专篇，批准时间

为2007年3月。

二、7#层西盘区6#顺槽地质说明书，批准时间为2012年5月18日。

三、矿压观测资料：参考本煤层本盘区18#、20#、16#、14*顺槽有关矿压观测数据分

析结论。

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2-1-1o

表2-1-1地面相对位置及邻近米区开采情况

水平二水平

工程名称6#顺槽掘进

盘区西盘区

地面标高/m1202-1180井下标高/m978-1006

本工作面地表位于本公司主井筒西北的大片荒地,地势较

地面的相对位置建筑物、小井及其他

平坦，地表无建筑物。

本工作面位于7"层西盘区南翼，西邻8"顺槽，北接轨道、

井下相对位置对掘进的影响

皮带、回风三条上山，东、南为实体煤。

西为本盘区8"顺槽，对本巷无重大影响。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

走向10°〜37°倾向E/W长度/m870

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层赋存特征见表2-2-2

表2-2-2煤层特征表

指标参数备注

煤层厚度（最小-最大/平均）/m0.5—4

1.3

煤层倾角（最大-最小/平均）/度6。—2。

3°

煤层硬度f2-3

煤层层理（发育程度）不发育

煤层节理（发育程度）不发育

自然发火期/d180

绝对瓦斯涌出量（iiA/min）0.187

相对瓦斯涌出量（m3/t）4.414

煤尘爆炸指数/%33.71

地温//26°

表2-2-3煤层顶底板情况表

顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性

灰色，厚度变化大，西北部最薄，

基本顶砂质泥岩6

东南部最厚。

顶板

直接顶粉砂岩6灰色，含植物化石

伪顶无

灰色，偶见灰白色粗砂岩，灰黑

直接底砂质泥岩6

色泥岩。

底板灰色，底部多为炭质泥岩，厚度

基本底粉砂岩6变化较大，中西部最薄，西南部

最厚。

综合柱状图:

第三节地质构造

本掘进工作面所在区域为单斜构造无较大变化。

第四节水文地质

本掘进工作面所在区域地表为大片旱地，地势较平坦。

井田内主要含水层有寒武系石灰岩含水层，含水性微弱；煤系地层层间裂隙含水层

组，含水性弱；侏罗系云岗组粗砂岩带含水层，处于疏干阶段；风化壳含水性弱；第四

系冲积-洪积层含水层。

6#顺槽所在区域最大涌水量为0.17m7h,正常涌水量为0.13m7ho

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

1、6’顺槽布置在7#层西盘区南翼，与8*顺槽中至中126米。为综采工作面的机轨

巷，巷道长度870米，采用单巷掘进，巷道宽4.2米，沿下分层煤层见底挑顶掘进，高

度3米。

2、6"顺槽回风绕道口位于6,顺槽东，与6*顺槽中至中16米。

巷道开口大样图见附图：图3-1-2

7堪的I页槽开口大样图

图3-1-2

第二节巷道施工顺序

1、在轨道上山南侧、距6"顺槽口往东中至中16米处，以方位角180°向南掘回风绕道

1段，掘进长度为25米。掘到规定位置后，然后在7"层轨道上山、皮带上山交叉处架设

风桥。

2、从6#顺槽口,以方位角180。掘6#顺槽,掘到25米时，停止向前掘进以方位角90°,

掘回风绕道2段，将6"顺槽与回风绕道贯通，形成通风系统。

5、回风绕道规格为宽3.0米，沿下分层煤层见底挑顶掘进，高2.5米

6、形成通风系统后，6#顺槽继续向前掘进，当6#顺槽掘到60米形成机窝时，搬迁综

掘设备。

回风绕道见附图：图3-2-3

一硼f旭旗取国匚

回风贯眼覆7

7堤时I页槽回风绕道示意露

图3-2-3

生产系统：（一）未形成通风系统前

1、运煤系统：

（1）回风绕道1段落煤一7#层轨道上山一7#层皮带上山一7#层皮带大巷一7#煤仓

（2）6#顺槽.回风绕道2段落煤一6#顺槽40型跨巷刮板输送机一7,层皮带上山一7#层皮

带大巷一7#煤仓

2、通风系统：

(1)新风风机，6#顺槽回风绕道1段乏风，7#层轨道上山

(2)新风风机汁6"顺槽回风绕道2段乏、47#层轨道上山

(二)形成通风系统后

(1)运煤系统：6#顺槽落煤____k40型跨巷刮板输送机_____k7#层皮带上山_____5

层皮带大巷____k7#层煤仓

(2)通风系统：新风风机46’顺槽工作面乏风46’顺槽回风绕道____L7"层回风

上山-----7*层回风大巷-----k水泉回风暗斜井-----k水泉风井----k地面

支护方式：

顶板支护方式为三排眼，锚杆间排距L0X1.0m,横竖要成行，每隔5米打一组

锚索进行支护，局部烂顶处或压力增大处要缩小锚杆间排距或采用锚索铺金属网支护。

回风绕道支护见附图：图3-2-4

7#层6#顺槽回风绕道支护示意图

.一、_锚索317.8mm

-、--/L=400Qmin\

锚杆二181n

/L=]JQQQIDI

/

/_2

5

s

0-EI

0m

0n

—

5001。001000乂500

3000iran

3000mm斗

图3-2-4

第三节矿压观测

1、观测对象：7#层西盘区南翼6#顺槽

2、观测内容：巷道顶板离层量，顶、底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆(索)

的载荷及锚固力。锚杆螺母的拧紧力矩。

3、观测方法：7,层西盘区6#顺槽掘进50m后开始布置测站，测站间距50m。每一测

站设置一个观测断面，标设测点，用钢尺检测顶底板的相对移近量，两帮的相对移近量。

在测站巷道的正中及两侧安装ZKBY-2型顶板离层指示仪，检测巷道顶板的离层情况。

用锚杆（索）拉力计检测锚杆（索）的载荷，用力矩扳手，逐根检测锚杆螺母的拧紧力

矩。观察时间为每天一次，直到开始回采为止。

4、数据处理：矿压观测数据必须现场及时量测，出井后认真加以分析得出顶锚杆

最大荷载为70kN,顶锚索最大荷载为25t,锚杆螺母的拧紧力矩为120N-m,把以上量测

的结果反馈到设计和施工中去，用以指导作业规程的编制改进支护设计，指导施工实践。

表3-3-4

顶板离层指示仪ZKBY-2

力矩扳手J-003-173

顶板离层仪安装见附图：图3-3-5

底板

顶板离层仪安装示意图

图335

第四节支护设计

一、确定巷道支护形式：

根据山西天德安全技术有限公司、山西大同大学采矿工程研究所对大同市吴官屯煤

业有限公司煤巷锚杆支护鉴定。6#顺槽掘进采用锚杆支护。每隔5米打一组锚索支护。

局部顶烂处要铺金属网。

支护示意见附图：图3-4-6

7#层6#顺槽支护示意图

□s

i・11・

5

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m

m

_/zI・II・II・I

O】

Q

O

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gs

*0

m

I・II・II・Im

60066]QOOcnoi100Omen1QOQaioiI60。66

4200mm

图3-4-6

一、支护参数设计

(-)采用支护参数：

(1)6*顺槽支护型式为四排锚杆支护，间距义排距=1.0X1.0m,横竖要成行，采

用1.7米圆钢锚杆，锚固力不小于70KN。每隔5米打一组锚索支护。

(2)6*顺槽掘到820米处，向巷道西帮开始进行扩帮，扩帮和掘进同时进行。即

在掘进过程中将巷道宽度从4.2米扩至5米，要求一次成巷。将原有四排眼变成5排，

每个5米打一组锚索配合4m钢梁加强支护。

（3）局部压力增大处缩小锚杆间排距或改用锚索铺金属网支护，遇到局部巷壁破

碎时，采用锚杆铺金属网支护，间距2.2米，排距1.5米。

巷壁支护见附图：图3-4-7

7#层6#顺槽帮锚杆支护示意图

锚索52^17.3mm

L=4000mm

2200mm

锚杆218mm

L=]?OOEDI

6OOOIOI]OOQoioi]OOpDIDl6OOoioi

<------i----

-----------：——

o

锚索二'l7.ginin

I

记，L=4000mm

4200mm7

图3-4-7

扩帮后支护见附图：图3-4-8

图3-4-8

（二）支护参数。

1、顶板锚杆整体锚固结构体厚度应满足:

计算得，巷道整体锚固结构体的有效组合厚度约为1.30m；

式中：L—整体锚固结构体厚度，m;

B―—整体锚固结构体厚度跨度，回采巷道取4.2m;

K--安全系数，掘进机掘取2〜3,取3；

-软岩或动压巷道围岩荷载最大系数，回采巷道取

2〜3,取3；

6--与整体锚固结构体有关的系数，取0.65；

岩体平均试验抗拉强度折减系数，取0.65；

OL-一岩体平均试验抗拉强度，计算取5.21MPa;

2

P「一整体锚固结构体载荷，根据不稳岩层高度计算确定巷道取60kN/mo

2、顶锚杆长度：

根据Lm=L1+t+L,=0.10+1.30+0.3=1.70m

式中：

L----锚杆长度，m；

Li----锚杆外露长度，取0.10m；

L2----锚固段长度，取0.3m；

t--整体锚固结构体有效组合厚度，取1.30m。

计算巷道顶锚杆长度为：1.70m。

3、锚杆间排距：

取锚杆间排距相等，a=ai=a2,则间排距为：

a=P--!70

=1.04m

\KL2yV2x1.071x24.7

式中：Q----锚杆锚固力70kN/m3;

L2----锚杆的有效长度1.30m；

3

Y--不稳定岩层平均重力密度24.7kN/mo

间距取1000mm,排距取1000mm。

锚索长度：

依据顶板岩层特性，按悬吊理论计算：L=L0+A=3.75

式中：L。-顶板不稳定岩层高度，根据钻孔窥视结果无板不稳定岩层高度2.05m,

△-锚索锚固长度与外露长度之和，取1.7m。

确定巷道锚索长度4m.

锚索间排距：

每排布置2根锚索时排距为：

口_。$+佃25+3X7

B=i.n==4.6

触1X10

计算得锚索间距为4.6m,取5m。

式中：Q-锚索锚固力取25t；Qm-锚杆取锚固力7t;Qc根据冒落岩层高度计算得回采巷

道n-选调作用锚杆根数，取3；k-安全系数，取1。

联合锚索支护理论和实际支护断面确定：巷道锚索间距为2m,排距为5m。要求锚

索间排距偏差在±100mm以内，钻孔深度允许偏差。〜+200mm,锚索外露长度超出托板

W350mm,锚索锚固力达到25t。

第五节支护工艺

一、支护形式及材料

1、支护形式

6#顺槽顶板支护形式为四排眼，其间排距均为1.0米，要求横竖要成行，每隔5

米打一组锚索支护，最大控顶距2.3米，最小为0.3米，局部顶烂处或压力增大处要缩小

锚杆间排距或改锚索铺金属网支护。

控顶距见附图：图3-5-9

300.2QQQ

图3-5-9

2、支护材料

表3-5-5

材料规格型号

麻花锚杆4)18X1700mm

树脂药卷k3530型小35X300mm

水泥托板600X160X100mm

垫片70mmX70mm孔径：620mm

螺母M18

钢绞线617.8X4000mm

工字钢10"3000mm

金属网30X30mm

口型吊环160X140XI16mm

木板3200X150X50mm

3、安装锚杆要求

(1)锚杆杆体、锚固剂、托板、螺母、垫片等质量要合格，有产品合格证。

(2)锚杆孔要打到设计深度，托板不松动，紧贴顶板，托顶下上紧双螺母，托板下

外露长度不大于5cm。

(3)锚固力达到7吨。

(4)锚杆间距、排距、控顶距符合规程要求，托板的长度方向与工作面前进方向垂

直。

二、支护工艺及要求

(-)临时支护

2、锚杆间距、排距按设计要求进行布置，扭力矩和锚固力达到要求。

3、巷道超挖超过300mm时，必须在其旁边补打锚杆。

4、保持锚杆材质的清洁卫生，锚杆杆体螺母、垫片要清洁光亮无锈蚀，锚杆头螺

纹部分或麻花体更要清洁卫生，不得有氧化皮，保证锚固质量。锚固剂要注意包装质量,

严禁混入其他杂质、降低锚固力。

第四章施工工艺

第一节施工方法

6,顺槽掘进工作面采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，由顺

槽皮带转载到皮带上山溜入7#层溜煤眼运出。

第二节凿岩方式

一、机掘施工方式

1、6#顺槽掘进采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，由顺槽

皮带转载到皮带上山溜入7"层溜煤眼运出。

2、生产工艺流程

安全与有害气体耐固T工作面探雨一I开机前准备口掘进机割装运斓T运料、清浮

阀T临时支护H锚杆支护小色二个循环I(安全与有害气体检查要贯穿生产工艺全过

程)。

3、检修工艺流程

检修前准备|一睑修掘进机、锚杆钻机、探水钻机各部位、加油、更换截齿|一而

输送机各部位及延伸皮带、各种保护装置、信号系统|一|下料、其他工作|一|正常掘进

4、掘进机截割工艺

掘进机采用横向往复式截割：先使锥形螺旋截割头沿巷道底板钻进500mm,然后

摆动截杆按照由下向上进行往复截割，进刀深度0.5米，截割完毕后要退出掘进机进行

支护，支护完毕后再进行下一循环，往复进行。

进刀示意图

图4-1-10

二、炮掘施工方式

1、回风绕道掘进施工时，采用普通钻爆法施工。

2、钻爆工艺流程

钻眼前准备|一丽一|检查瓦斯|一|装药联线|一检番1所一|撤人设警戒|一阿一睑香

|瓦斯及爆破效果|一|洒水降尘|一丽丽一临时而一画斓一幡杆而

炮眼布置图

图4-2-11

三、掘进扒装运输方式

1、6#顺槽掘进采用EBZ-200H悬臂式掘进机沿煤层底板截割并自行装煤，转载到顺

槽皮带，再转载到皮带上山皮带翻入7#溜煤眼运出。

2、回风绕道掘进采用爆破落煤，人工将煤装入刮板输送机运输到皮带上山皮带从

7#层溜煤眼运出。

四、施工设备与供电情况见表4-2-6。

表4-2-6施工设备与供电情况

序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注

1掘进机EBZ-200H1电动独立

2带式输送机SSJ800/2X751电动独立

3锚杆钻机MZ-III2电动独立

4探水钻机ZYJ-270/1702电动独立

5局扇FBN05.6/2X15KW2电动独立

6风筒080150条

7煤电钻2电动独立

8刮板输送机SGZ-764/2642电动独立

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

1、装煤、运煤：掘进时由掘进机装载部自行装煤、运煤、转载到皮带运出。

2、材料及设备运输：材料及设备在地面装入料车由副井下放到3#层坑底，利用矿

用绞车运至工作面。

二、运输设备的铺设及安全设施

(-)运输设备的铺设

1、带式输送机铺设

(1)带式输送机铺设应平、直、稳铺在实底上，皮带接头要牢固；

(2)输送机机头，机尾距巷帮距离不小于0.7m,中间部分距巷帮距离不小于0.5m。

2、刮板输送机铺设

在顺槽开口及掘回风绕道时，须铺设刮板输送机。

(1)刮板输送机铺设应平、直、稳，铺在实底上。各部件齐全、可靠、有效。

(2)刮板输送机机头、机尾必须打地锚锚固。

(二)安全设施及要求

1、声、光、电信号必须齐全有效，灵活可靠。

2、胶带输送机各种保护必须齐全有效。

必须有洒水、烟雾、温度、跑偏、急停、断带、堆煤撕带等保护装置。

3、清扫装置要有效。

(三)装载设备运输方式

装载设备运输方式见表4-3-7

表4-3-7装载设备运输方式

序号设备名称型号数量安装位置道俞成

1掘进机EBZ-200H16’顺工作面头20米

2SSJ800/2X7516"顺槽870米

第四节管线敷设

一、各类管线布置及要求

1、风筒、水管、电缆等各类管线的敷设见巷道断面图。

2、风筒吊挂靠帮，逢环必挂。吊挂要平、直、稳，距工作面尽头不大于5米。

3、水管用挂钩吊挂牢固，每隔6米吊挂一处，悬挂高度不低于1.5m,距工作面不

超过20mo

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。

巷道断面布置见附图：图4-2-12

7#层6#顺槽巷道断面布置图

锚杆好I3mm

L=I?。01nm

600mm】00：。66]QOOcnai6OQmm

风筒

水管

图4-2-12

、管线敷设方式

管线敷设方式见表4-4-8o

表4-4-8管线敷设方式

序号名称单位数量吊挂方式与工唾巨

1风筒O80X8m条103靠帮逢环必挂不大于5米

2水管3X6根145翻环灯3米，W不大于20米

3电缆线米865靠帮，专用挂钩到工作面设备

4电话线MHLYV2米865靠帮专用挂钩到工作面电话

5监控线米865靠帮专用挂钩至虹作面探头位置

6信号线米865靠帮专用挂钩到工作面设备

7压风管路3X6根145疆环大于3米W不大于50米

第五节设备及工具配备

设备及工具配备见表4-5-9

表4-5-9设备及工具配备表

序号名称型号单位数量备注

1掘进机EBZ-200H台1

2带式输送机SSJ800/2X75部1

3局部通风机FBDN05.6/2X15KW台2

4风筒①80条103

一趟供水一

5水管3寸根290

趟排水

6探水钻机ZYJ-270/170台2

7锚杆钻机MZ-III台2

8控制开关台3

9馈电开关台3

10综保台3

11激光指向仪YBJ-600(I)台2

12电话KTH部2

13灭火器个4

14砂箱个2

15铁锹把4

16消防软管2寸条4

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式与供风距离

采用局扇压入式通风，最长供风距离992米。

二、风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

3

Q*=100Xq掘Xk掘通=100X0.187X1.75=32.73m/min

3

式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m/min;

100--单位瓦斯涌出量配风量；

q掘-一掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，mVmin；

K掘通一-掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。

2、按二氧化碳涌出量计算

3

Q掘=67XqsXk掘通=67X0.3X1.75=35.175m/min

3

式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m/mino

67单位二氧化碳涌出量配风量；

q掘-----掘进工作面平均绝对二氧化碳涌出量，m7min；

K掘通一-掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。

3、按人数计算

每人供风市

Q«<^4n=4X16=64m3/min

3

式中：Q掘掘进工作面实际需要风量，m/mino

4--每人每分钟不低于4m7min的配风量；

n--掘进工作面同时工作的最多人数。

4、按局部通风机的实际吸风量计算

根据以上计算和我矿实际情况：

选用对旋风机两台，一台工作，一台备用。风机型号：FBDN05.6,额定功率2X15KW,

风量280-430m3/min,风压4100-485Pa。

3

Qis=Q机吸X1=330X1=330m/min

式中：Q机吸---掘进工作面局部通风机的实际吸风量，mVmin；

I-一掘进工作面同时运转的局部风机台数，台;

为了局部通风机不发生循环风，防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的

风流处于停状态而引起瓦斯积聚，还要保证安设局部通风机的巷道中的风量，必须大于

局部通风机吸风量的1.34倍。

3

Q巷风=1.34Q机吸=1.34X330=442.2m/min

3

式中：Q巷风安设局部通风机巷道的供风量，m/min；

Q机吸-----局部通风机的吸风量，m7min0

5、掘进工作面风量验算：

(1)按最低风速验算：

煤巷掘进工作面最低风量

3

Q煤掘〉60X0.25s=15X12.6=189m/min

(2)按最高风速验算：

煤巷掘进工作面最高风量

3

Q煤掘<60X0.25s=240X12.6=3024m/min

经验算：

189m3/min<442.2m3/min<3024m3/min

风量验算符合要求。

三、局部通风机的安装地点及通风路线：

局部通风机安装在6#顺槽口处距回风绕道口大于10米的位置。

通风路线：

主井、1"副井、2#副井一3#层坑底一3#层轨道、皮带大巷一2"运料暗斜井一7#层轨道

大巷一7*层轨道、皮带上山一6,顺槽一6*顺槽回风联络巷一7#层回风大巷一水泉回风暗斜

井一水泉风井一地面

图5-1-13

第二节压风自救系统

1、压风路线2#副井一3#层坑底一3#层千米皮带大巷一2#运料暗斜井一7#层轨道大巷一7,

层轨道上山一7#层皮带上山一6‘顺槽一工作面

2、工作面压风管主管路为4寸钢管，盘区管路3寸钢管，工作面2寸钢管。

3、空气压缩机必须符合煤矿在用空气压缩机安全检测检验规范。

4、空压机的排气量Mm',额定排气压力为0.8MPa.

5、使用压风自救系统的要求

（1）距回风处50-70米处及距巷道末端50米处在压风管路上安装一组三通及阀门和压

风自救装置

（2）压风自救系统安装在掘进工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支

护良好、没有杂物堆放的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，便于现场人员自

救应用。

（3）工作面漏风应及时处理，工作面停止工作时应及时关闭压风阀门。

压风自救系统的配套设备应符合相关标准的规定，纳入安全标志管理的应取得矿用产品

安全标志。

压风自救系统安装完毕，经验收合格后方可投入使用

5、系统维护管理

（1）主备压风机要定期切换运行。

（2）保护装置按照规定定期试验。

（3）设备的保养按照产品说明执行。

（4）管路定期防腐处理并有保护措施。

（5）压风管路统一标色，与其它管路区分开。

第三节综合防尘及供水施救

防尘供水系统：地面静压水池一1*副井一3#层坑底一3"层1000米水平运输大巷一2"

运料暗斜井一7*层轨道大巷一西盘区轨道上山一6#顺槽一工作面

6"顺槽综合防尘：

1、防尘供水管路铺设：防尘水管每隔50米设一个三通阀门，并安装不少于30米

的洒水软管，定期冲洗巷道。

2、净化水幕：距巷口30米处安设一道净化水幕，以后每掘100米安设一道净化

水幕，水幕要覆盖巷道全断面。

3、转载点喷雾：掘进机转载点、皮带转载点必须安装喷雾设施。喷嘴高度安在距

转载点40-50cm,宽度20cm的位置，使喷嘴正对转载出煤点。且雾化程度要高，完全呈

雾状。

4、综掘机内外喷雾：综掘机必须有内外喷雾，做到开机开水，停机停水，内外喷

雾压力符合规程要求。

5、定期对巷道及工作面进行清扫。

6、6"顺槽在开口70米处开始，每隔200米设置一组隔爆水袋装置，水量配备为每

平方米不得少于400升，架间距为棚区长度不小于30米，吊挂采用每对相对

布置的易脱钩方式。

7、作业时，作业人员必须佩戴防尘口罩，用煤电钻或探水钻机，锚杆钻机打眼时，

必须湿式打眼，严禁干打眼。

8、带式输送机机头处必须设置专用的灭火水管接头及洒水胶管。

展的板槽防尘系统示意图

图5-3-15

图5-3-16

第四节防灭火

7#煤层煤的自燃倾向性为容易自燃，自燃等级为I级，煤尘最大爆炸指数

33.71MPam/so

1、6#顺槽每隔50米安装一个防消三通阀门，并配备消防洒水软管，消防水管要确

保不间断供水，水量、水压达到规程要求。

2、在胶带输送机机头，机尾至少各备2个灭火器和1个砂箱。

3、井下使用的各种油脂必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余

的油脂必须运出地面严禁在井下存放。

4、井下使用的油脂、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的要由

专人定期送到地面处理。严禁将剩油、废料泼洒乱扔在巷道或胴室内。

5、各种电器设备要安装相应的保护装置，杜绝明火、失爆。

6、每个班，将巷道的浮煤和落尘进行一次清扫。

7、严禁在井下焊接任何器材。

8、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭

水器、砂子扑灭等，若火势较大，为防止火势发展应采取封闭隔绝灭火。同时立即向矿

调度室汇报，危及人身安全时，必须立即组织人员撤出到安全地点。并通知可能受火灾

威胁的区域的人员撤出到安全地点。

第五节安全监测监控系统

安全监控系统

地面监控站一1#副井一3#层坑底一3#层1000米水平运输大巷一2#运料暗斜井一7*

层轨道大巷一7#层轨道上山一6‘顺槽一工作面监控设备

1、在工作面距尽头5米处的回风侧（风筒对帮）安装一台瓦斯自动报警断电仪，

安装位置距顶板不大于30cm,距巷帮不小于20cm,报警浓度为建，断电浓度1.5队断

电范围6#顺槽所有非本质安全型电气设备。复电浓度小于l%o

2、在掘进工作面回风口以里（即回风绕道以里）10-15米处安装一台瓦斯自动报

警断电仪，安装位置距顶不大于30cm,距帮不小于20cm,报警浓度叁KCH”断电浓度

叁1.5%CH4,复电浓度＜1%CH4,断电范围、6#顺槽所有非本质安全型电气设备。

3、掘进机安装机载式瓦斯自动报警断电仪，报警浓度叁1.0%CH4,断电浓度叁

1.5%CH4,复电浓度断电范围：掘进机电源。

图5-5-17

第六节供电

供电系统：

地面变电所一1#副井一3"层中央变电所一3#层1000米水平大巷一2"运料暗斜井一11#

层轨道大巷一n,层变电所一7#层变电所一7#层轨道上山一6#顺槽用电设备

图5-6-18

1獭槽

8me

阳国顺槽（共电示意图

图5-6-19

第七节排水

排水系统：

6"顺槽涌水一7"层轨道上山一7#层轨道大巷一2"运料暗斜井一11"层水仓一3#层千米

大巷一2#层运料暗斜井坑底水仓一3#层坑底水仓一2,副井一地面

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砧•酬水示意图

图5-7-20

第八节运输

运输系统：

1、运煤系统：

6,顺槽工作面一7#层皮带上山一7,层皮带大巷一7#层溜煤眼-2#皮带暗斜井一3#层

溜煤眼一3#层1000米水平大巷一3#层煤仓一箕斗井一地面

2、运料系统:

2#副井1#副井一3#层坑底一3#层千米轨道大巷一2#运料暗斜井一7#层轨道大巷一7#

层轨道上山一6"顺槽一工作面

旭硼曹编示意图

图5-8-21

3、人员运行系统

入井时：

1#副井一3#层坑底一3"层千米轨道大巷一2"运料暗斜井一7"层轨道大巷一7#层轨道

上山一6*顺槽工作面

出井时路线与入井时相反。

第九节照明和信号

6*顺槽皮带、装载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光往返电铃信号装置。并设

置照明信号综合保护装置作为电源为6"顺槽解决照明。照明灯必须使用防爆节能荧光

灯。

1例顶槽

1第庾槽整

赫

10#庾槽

蒯页槽

曲尚

图例嘶槽]L=收」L

电铃明灯管三丁"1

7樨6#|页槽照明、信号示意图

第十节通讯联络系统

6#顺槽与矿调度室及井下各地点的通讯联系，采用程控自动交换机。并采用矿用

本质安全型壁挂话机。

通讯系统：

f矿调度室

工作面f

f井下各采掘运工作面通讯网

二、通信系统操作人员岗位职责

1、遵守劳动纪律，服从调度指挥，做好作业前准备，认真做好本质工作，操作人

员应经培训合格，持证上岗。

2、严格操作规程，实行定期巡视监测管理，确保通话质量和线路的畅通。

3、熟悉煤矿安全规程和矿井防爆要求，严格停送电管理制度，确保安全生产。

4、熟悉本矿生产、调度、管理等各环节通信联络系统并能正确使用。

5、地面或井下固定人员必须坚守工作岗位，严禁有脱岗、串岗、睡觉的行为。6、

若遇通信联络系统发生故障，操作人员必须立即向分管领导汇报，及时查明原因，采取

措施尽快恢复。

7、系统控制中心操作人员每天24小时有人值班，认真填写设备进行记录和使用记

录。若遇到异常情况，立即通知矿领导值班人员。

8、保持通讯现场整洁，做好文明生产。

济

誉