轨道运输顺槽作业规程.doc

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1、第一章 工程概况 第一节 概 述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为轨道运输顺槽。二、掘进目的及用途 掘进目的是为了形成回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的进风、行人及管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：505m。2、服务年限：18个月。四、预计开竣工时间 预计开工时间为2011年10月20日，竣工时间为2012年3月5日。第二节 编写依据山西昔阳丰汇红土沟煤业有限公司资源整合初步设计（变更）说明书，批准时间为2010年9月。山西昔阳丰汇红土沟煤业有限公司资源整合安全专篇，批准时间2010年9月2010版煤矿安全规程，煤炭工业出版社2010年第一版。煤矿作业规程

2、编制指南，煤炭工业出版社2005年9月第一版。红土沟煤矿各工种技术操作规程。 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井上下对照关系表 （附表1） 水平+710m工程名称轨道运输顺槽地面标高+880m+1240m井下标高+712.7m+725.5m地面的相对位置地面相对位于昔阳县坪上村北 井下位置及四邻采掘情况该巷道位于15#煤煤仓东北向，与15#煤机轨运输巷平行，巷道在15#煤采区轨道运输大巷Y19前105m处点处开口。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该巷道掘进前方为待掘巷道，东北向500m方向为原乐平镇北关煤矿采空区。第二节 煤层赋存特征一、煤层赋存特征该掘进区域

3、15#煤岩层走向为近北东，倾向南西，倾角为310，本巷道将沿15#煤施工。15#煤层在本井田内为主要可采煤层，赋存稳定，厚度6.18.2m，平均6.78m，煤及泥岩的硬度系数：f=34；，煤尘无爆炸性。煤层赋存及煤质指标 (附表2)煤层名称15#煤煤岩类别煤 厚度（m）平均6.78煤尘爆炸性无煤尘爆炸危险性煤层结构 中等复杂煤的自燃级，不易自燃发火煤层倾角310地温无异常品种无烟煤地压无冲击地压显现容重1.45t/m3瓦斯工作面相对瓦斯涌出量为3.2m3/t硬度（f）1.45 煤层顶底板情况 （附表3）顶底板名称岩石名称厚度(m) 岩 性 特 征老 顶泥岩17.66灰至深灰色，较至密，砂泥质直

4、接顶伪 顶直接底砂质泥岩5.10灰色、灰黑色、钙质胶结、局部有硅质结核，质软老 底K1砂岩3.94灰色，细粒砂岩，暗黑色，含暗色矿物轨道运输顺槽综合柱状图见附图1二、煤层瓦斯及自燃根据矿井地质报告，该矿井属低瓦斯矿井。根据瓦斯鉴定报告提供资料证明该煤层无煤与瓦斯突出性危险,15#煤属级不自燃煤层。 第三节 地质构造矿井井田位于沁水煤田的东北部边缘，太行隆起之西翼。基本构造形态为一轴向东西的背斜，两翼地层倾角不大，一般10度左右，中部发育陷落柱，地质构造属中等。本掘进区域部分煤已回采，掘进过程中无断层及陷落柱影响，加强对老空、采空区的钻探观测。第四节 水文地质一、 含水层及受水威胁程度分析(一)

5、、K2灰岩含水层15号煤上距K2灰岩4.218.4m,平均厚度17.6m。K2灰岩质纯，层位稳定，厚2.87.1m,平均4.7m，矿井多处揭露，无水涌出。(二)、本溪组灰岩含水层本组厚17.035.0m,平均30.0m，岩性为深灰色泥岩、砂岩组成，间夹23层薄层石灰岩，其底部赋存有一层山西式铁矿，下部含铝土岩，含水较微弱，对掘进无影响。(三)、中奥陶统灰岩含水层中奥陶统灰岩，厚度大于100m，裂隙和溶洞较发育，富水性强，但水位低，对掘进无影响。(四)、15#煤采空区老空积水本掘进区域四周15#煤部分已回采，预计有少量积水从采空区中涌出，涌水量约10m3 /h，对出水点已做专门观测并预留有排水管

6、道，因此对掘进巷道没有影响。(五)、地表水地表基本为山地、丘陵，地表黄土覆盖较薄，预计地表水对巷道掘进影响不大，只是在雨季时由于地表水的积聚下渗，使上部岩层含水充水性增强，可能会出现局部淋头水，故应做好排水工作。二、防治水措施：1、坚持“有掘必探、先探后掘”的探放水原则，防止对掘进工作面造成影响。2、加强水情观测，有异常情况及时汇报矿调度室。3、施工时在巷道低洼处设泵排水，及时将积水排出，保证巷道正常掘进。第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 按照巷道设计，该巷道井下位于15#煤采区轨道运输巷导线点Y19点前105m处,巷道以真方位角124316向前掘进施工。巷道设计长度为505m，采

7、用锚网梯+锚索联合支护。轨道运输顺槽巷平面布置图见附图2第二节 矿压观测 一、锚杆锚固力检测 自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。抽检指标为：锚杆锚固力不得低于70KN。发现不合格锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。二、巷道表面位移观测 施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进10m后设一组顶板离层监仪测检测断面，两组离层之间的距离为100m。每24小时检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查。检测点自设立之日起，连续检测时间不少于7d，之后按每7d检测一次再检测一个月。第三节 支护设计 一

8、、巷道断面 掘进宽3.3m，掘进高2.55m，掘进断面7.91；净宽3.2m，净高2.5m，净断面7.5。掘进采用锚网梯+锚索联合支护。轨道运输顺槽巷道支护断面图见附图3二、支护方式（一）永久支护 巷道永久支护采用锚网梯锚索进行支护，锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆，锚杆间、排距为800mm800mm。每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于1200mm，锚固剂型号为Z2360。网片为4mm的菱形铁丝网，网幅为长2000mm，宽1000mm,网格度为50mm50mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到用细丝三花连接，且连接牢实。 （二）按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH

9、L1L2式中：锚杆长度，；冒落拱高度，；安全系数，一般取；1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；2锚杆外露长度，一般取0.1m。其中：H=B/2f=3.0/23=0.5m B巷道掘进跨度，m f普氏岩石坚固性系数，取3则：L=20.5+0.4+0.1=1.5m施工时取L=2m。2、锚杆直径的确定：根据材料力学计算锚杆直径为：D=4.0P/Jb式中：D锚杆直径，mm P锚杆截面载荷，取70kN。Jb螺纹钢锚杆屈服点，取500MPa则：D=4.070103/3.142500 =17.8mm施工时取D=18mm。3、锚杆间、排距计算：a =Q/KHr式中：a 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚

10、固力，70KN/根；H 冒落拱高度，取0.5m；R 被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；K 安全系数，一般取K=3；a = 70（30.525.48）=1.83(m) 通过以上计算，选用直径18mm左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，锚杆长度为2000mm，间、排距为800mm完全满足要求。施工时取a=800mm，间、排距选择合理。4、锚杆支护密度校核验算：沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.7m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为800mm800mm，则该范围内有0.8排共计12根锚杆（每根锚杆设计锚固力为70KN），因此总锚固力为：F总=1270/9.8=53.27t该范围内2m厚悬吊围岩重量（

11、该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为2.3g/cm3）为：G围=2.73.122.3=38.5t。F总G围，故所选支护密度适合。 通过以上计算，选用直径18mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为800mm800mm能满足支护要求；临时支护巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩后，采用临时支护形式。前探梁临时支护形式、材料、规格及要求：采取前探梁临时支护。前探梁为2400mm型钢梁，中心线左右600mm处各一根；每根前探梁必须使用二个在一条直线上（该直线与巷道中心线平行）的前探梁钩悬挂，且前端前探梁钩距迎头距离不大于500mm。掘进工作面必须

12、至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及10根符合要求的半圆木。前探梁拆下后，必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超过10m。临时支护后为永久支护。永久支护距迎头最大控顶距2.0m，最小控顶距0.4m。临时支护与永久支护的关系：当控顶距0.8m时，只采用临时支护；当控顶距0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护锚索加强支护 施工过程中，根据围岩变化情况或在开门口及过断层时要采用锚索加强支护，锚索长5.3m,按“22”形式布置。第四节 支护工艺 一、锚网梯支护（一）支护材料1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为18mm、长度为2000mm，锚杆间、排距为800mm800mm。每根锚杆均使

13、用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于1200mm。锚杆必须出扣，外露长度50mm。托盘为正方形，规格为120mm120mm，用8mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm，每卷长度为600mm，型号为Z2360。锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯短注入的现象。2、锚网为直径4mm的菱形铁丝网，网幅长2000mm，宽1000mm,网格50mm50mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到每道必连且连接牢实。3、锚网梯用14#钢筋焊制，打锚杆前铺好锚网梯。

14、锚网梯具体参数见附图4锚网梯加工图附图4 （二）锚杆安装工艺：1、打锚杆眼： 打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮，找掉悬矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆： 安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固

15、剂影响锚固质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为2540s,直至锚杆达到设计深度。再等3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。锚杆锚固力不低于70KN。15min后可进行锚杆拉拔力测试。3、质量要求： 锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75。锚杆必须横成排、纵成线。锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。锚网支护应紧跟迎头。 二、巷道工程质量规定 检查项目质量标准部位巷道规格优

16、良合格巷道宽巷道中线至任一帮距离0100mm0150mm上帮1600下帮1600巷道高巷道顶底距离0100mm0150mm腰线至顶板 锚杆间、排距/mm100顶板800800孔深/mm01500顶板 锚杆规格 全长182000外露长度/mm50顶板 角度75顶板夹角 锚固力/kn70直接顶70KN/根距工作面距离/m0-500锚杆至迎头2工业卫生巷道无杂物、无淤泥、无积水，材料工具按规定码放整齐，挂牌管理第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道开门施工方法：1、开门前先在15#煤采区轨道运输巷Y19点前105m处，给定位置开口，巷道以0角施工至见到巷道底板后沿底板掘进，由地测部门标定巷道中线，施工

17、单位严格按中线掘进施工。施工距离超过6m后地测部门必须重新对巷道中线进行校定。巷道施工至距15#煤采区皮带运输巷边帮距离5m时开始架棚支护，直至施工至距巷道另一帮距离超过5m时恢复锚网梯+锚索联合支护。2、开门前，必须在开门口位置顶上打上两根牢固的锚索。由于扩帮部位原巷道断面增大，必须补打锚杆进行有效支护。3、开门前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。安检科必须派安检员跟班监督检查，确保施工安全进行。4、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到15#煤采区轨道运输巷规定堆料位置，分类堆放整

18、齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放。 第二节 爆破及凿岩方式 本规程所施工的巷道均采用钻爆法破落煤岩。 1、 钻眼机具：帮部锚杆眼采用MQS-50/1.9气动钻机打眼，打顶部锚杆眼及安装锚索采用型MQT-130/3.2锚杆钻机，动源来自泵站。2、采用爆破落煤（矸），轨轮式装载机装车，电瓶车配合1T矿车运输。3、降尘方法：打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水，爆破时使用水雾。 第三节 爆破作业 掏槽方式为直眼掏槽法。1、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管，延期时间为100毫秒，每段间隔延期时间为25毫秒。2、装药结构：正向装药结构。3、起爆及联线方

19、式：使用MFB-100型发爆器起爆，6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式；联线方式为大串联。4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm，眼距控制在350mm，眼距误差不超过50mm。周边眼周边眼距辅助眼500mm，辅助眼距掏槽眼600mm，周边眼和辅助眼应成三花眼布置，眼距误差不超过50mm。周边眼眼深1.5m，装药量为2节药卷。辅助眼、底眼眼深1.5m，装药量为2节药卷。掏槽眼眼深1.7m，装药量为3节药卷。每节药卷重量为200g/卷，每眼只准使用一个电雷管。实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。

20、 轨道运输顺槽炮眼布置图附图5轨道运输顺槽装药结构图附图6第四节 装载与运输 一、装载 放炮落煤（岩）人工装货相结合。二、运输 电瓶车配合1T矿车运至15#煤井底车场，再由副斜井绞车提升至地面。第五节 管线敷设 水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。监测线固定在腰线上0.8m处，电缆固定在腰线上0.6m处，用专用电缆挂钩吊挂，每隔3m一处吊挂，电缆垂度不超过50mm。水管固定在腰线下0.2m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。并随迎头的推进及时延长。风袋吊挂在腰线上0.3m，风筒出口距迎头不的超过5m。

21、第六节 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 局部通风机 FBDNo.6 28 台 2 备用1台 2 气动钻机MQS-50/1.91.2台 2 备用1台 3 锚杆钻机 MQT-130/3.23.2 台 2 备用1台 4 电瓶车 部 2 备用1台 5 绞车 11.4kw部1 6 锚杆拉力计 MSL200 台 1 7 张拉千斤顶 MS15180 台 1 8潜水泵KWQ-15-2.22.2台2备用1台9探水钻机ZLJ3505.5kw台1 第五章 生产系统 第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算：通风方法：机械压入式通风，其供风距离为505m。 风量计算： （

22、1）按瓦斯涌出量计算100qk1000.672134m/min式中：掘进工作面所需风量，m/min。100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算。q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.67 m/min。 k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测结果确定，一般取1.5-2.0。（2）按人数计算442080m/min式中：掘进工作面所须风量，m/min。4每人每分钟供风量，m/min。掘进工作面同时工作的最多人数，人。(3)按炸药量计算 =25A=255.6=140 m/min式中：掘进工作面所须风量，m/min。25每千克炸药爆炸后需要供给的风

23、量，m/min。 A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，。（4）按风速验算0.25600.25609.7145.5m/min4604609.72328m/min式中：掘进工作面所须风量，m/min。掘进巷道净断面积，m。根据以上计算，巷道掘进供风量确定为146m/min， 二、风机选型：Q局=K1Q掘面=1.1146=161m3/min式中：Q局掘进工作面局部通风机的吸风量,K1风筒漏风系数，取1.1，根据计算,选用FBD6局部扇风机，功率为15kw2，吸风量为170m3/min，选用直径为600mm的阻燃风筒。三、局部通风机安装地点和通风系统： 轨道运输顺槽掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，

24、局部通风机安设在15#机轨运输巷距15#煤采区轨道运输巷开口20m外的新鲜风流中。掘进期间若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系统发生变化时，必须根据现场实际情况及时进行风量调节或调整局部通风机安设位置并编写补充措施，确保局部通风机供风满足生产需要。新鲜风流：15#煤轨轨运输巷局部通风机风筒工作面回风风流：工作面15#煤采区皮带运输巷15#煤回风下山8#煤回风下山回风立井轨道运输顺槽通风系统示意图见附图7第二节 综合防尘 1、利用地面水池通过供水管路对轨道运输顺槽掘进工作面进行供水防尘，供水路线为：地面水池主斜井15#煤机轨运输巷15#煤采区轨道运输巷轨道运输顺槽掘进工作面迎头。2、轨道运

25、输顺槽掘进30m后，通风工必须按规定安装一组净化水幕，距迎头不大于30m。掘进50m后安装第二组净化水幕，距迎头不得大于30m，并随掘进进度而向前移动。炮前由瓦检员打开喷雾降尘，炮后关闭，喷雾必须全断面封闭巷道。3、施工单位铺接的防尘水管必须紧跟迎头，且每隔50m分出一个三通阀门，迎头30m每次放炮前后及出煤过程中由施工单位负责洒水降尘，30m以外，由防尘工每天负责冲洗，杜绝粉尘堆积和飞扬。4、通风工及施工单位必须每班按各自分管范围，对防尘系统及设施进行全面检查维护，确保供水正常。5、防尘管路必须每隔2m一吊挂，并确保平直，符合质量要求。6、掘进期间，通风工必须根据巷道断面安装规定的隔爆水袋（

26、每平方断面不小于200升水）。待轨道运输顺槽掘进能安装隔爆水袋后，及时安装隔爆水袋。7、掘进期间，防尘工必须每天对隔爆水袋进行认真检查维护，发现水袋水量不足或漏水时，必须及时加水、更换，确保水袋齐全、完整8、掘进期间，通风工必须根据施工单位掘进进度逐渐将水袋向前移动，保证隔爆水袋距迎头不超过200m。轨道运输顺槽防尘系统示意图见附图8第三节 防灭火 1、每一入井人员严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井。2、施工单位必须在掘进巷道内配备灭火器材，其数量规格和存放地点，按2011年度灾害预防处理计划中的规定执行。3、掘进巷道内油脂的使用管理，严格按煤矿安全规程第224条：井下使用的汽油、煤油和变

27、压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。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处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。4、所有施工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。5、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，并立即汇报矿调度。并严格按煤矿安全规程第244条：任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风

28、和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和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、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。6、电气设备着火，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电的灭火材料灭火。 第四节

29、安全监控 1、甲烷传感器的布置掘进工作面正前的甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度0.8% CH4;回风甲烷传感器安设在距回风巷口1015m处,报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为0.8% CH4。掘进工作面迎头及回风甲烷传感器断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备，应布置在巷道的上方（风筒的异侧），且在顶板完好、不淋水的位置吊挂，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。2、甲烷传感器每次迎头放炮前，由瓦检员监督放炮员拉至距迎头不小于30m的安全地点吊挂好，炮后拉至距迎头不

30、大于5m的地点按规定挂好。3、通风工每天负责监测瓦斯传感器、瓦斯闭锁并进行检维护，确保灵敏可靠。 轨道运输顺槽监测监控系统图见附图9第五节 供电 一、供电系统：风机及动力电源取自井下中央变电所，采用风电闭锁。二、供电线路：风机专用线：井下中央变电所15#煤机轨运输巷15#煤采区轨道运输大巷局部风机。动力专用线：井下中央变电所15#煤机轨运输大巷15#煤采区轨道运输巷轨道运输顺槽掘进迎头。轨道运输顺槽供电系统示意图见附图10第六节 排水 根据地质说明书的有关资料，上覆煤岩层砂岩裂隙弱含水层，掘进过程中局部地段将会出现林滴水，水源为上覆弱含水层裂隙渗入。巷道低洼处挖设水沟排水。 轨道运输顺槽排水系

31、统示意图见附图8第七节 运输 1、运煤（矸）：工作面15#煤采区轨道运输巷15#煤机轨运输巷井底车场副斜井地面2、运料：地面相应料场副斜井副斜井底车场15#煤机轨运输大巷15#煤采区轨道运输巷轨道运输顺槽施工迎头。 轨道运输顺槽运输系统示意图见附图11第九节 照明、通讯 一、照明井下作业人员均采用矿灯自行照明。二、通讯通讯使用矿用安全本质型电话和各通讯点联系。轨道运输顺槽信号、通讯示意图见附图12第六章 劳动组织与主要技术经济指标 第一节 劳动组织 巷道掘进采用“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班一个循环，循环进尺1.5m。 劳动力配备表 工 种出 勤 人 数一班二班三班合计 打眼

32、工2226爆破工1113推车工2226装矸工3339班长1113合计99 927第二节 循环作业 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，工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。 正规循环作业图表13 第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标 序 号 项 目 单 位 数 量 1 巷道断面 m27.52 总工程量 m26053 施 工 期天 1354 循环进尺 m 1.5 5 日循环数 个 36日/月进尺 m 3/ 1357锚杆 根/m 128锚索 根/3m 29 树脂锚固剂 卷/m 2410金属网 块/m 0.9

33、11 炸药消耗量 Kg/m 1612雷管消耗量 个/m 30 13 掘进效率 m/工 0.214掘进煤(矸)量 T/m 11.07 第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 一、通风管理：1、开门前，通风工必须对采区通风系统进行调整，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。2、开门前，机电科、通风工必须严格按“局扇安装设计”要求进行风量调节和局扇安装，并将风袋接至开门点。3、机电科、通风工安装的局扇在进风巷道内，离底板高度大于0.3m，吸风口有风罩，高压部位有衬垫，并按要求安设消音器，安装做到 “稳”、“平”、“牢”，同时实行“三专两闭锁”供电，严禁发生循环风。铺接的风筒为：800mm的阻燃风筒,

34、用8#铁丝拉线吊挂，靠顶靠帮，接头反压边，逢环必挂，吊挂平直，拐弯处安设铁弯头，破口及时粘补，确保严密不漏风。4、掘进期间，瓦检员必须加强局部通风的巡回检查，发现问题，及时汇报。5、掘进期间，机电队必须加强局部通风机的供电系统管理，确保供电正常，严禁无计划停电、停风。6、掘进期间，通风工每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护，确保风筒出口距迎头小于5m，保证迎头有足够的新鲜风量，严禁无风、微风、瓦斯超限。7、掘进期间，测风员每天必须派对采区通风系统、瓦斯浓度、风量分配等情况进行全面检查、测定，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。8、掘进期间，通风工每天必须专人对采区的通风设施进行认真检查维护

35、，确保各设施完好、可靠。9、掘进期间，局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风机，严禁任何人随意停、开，而且施工单位必须在当班瓦检员记录本上签字，并在每天早上10：00变电所试检漏电完毕时，及时将风机开启。试检漏电期间，严禁放炮。10、试检漏电完毕后，如风机不能正常开启或掘进期间风机因故停运，当班瓦检员、安检员、施工单位现场管理人员必须及时安排施工单位电工把局部通风范围内动力电源切断，将闭锁开关锁死。及时将局部通风范围内的所有人员全部撤至集中运输巷全风压新鲜风流中，由瓦检员负责在开门口设置栅栏、揭示警标，现场指派施工单位班排长以上人员在栅栏前设置警戒，禁止人员进入停风区域内，及时就近电话汇报通风值

36、班室和矿调度室，查明原因，采取措施，进行处理。11、恢复通风前，瓦检员必须先检查局部通风机及开关附近10米范围内风流中的瓦斯浓度和局部通风范围内的瓦斯浓度；若风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度0.50%，局部通风范围内的瓦斯浓度0.80%，可以直接将风机开启，启动风机时，严禁“一风吹”；若局部通风范围内的瓦斯浓度0.8%1%，瓦检员必须严格按“瓦斯浓度在0.8%1%排放瓦斯管理规定”，严禁任何人启动风机，及时就近电话汇报矿调度室，由总工负责编制专门排放瓦斯措施，经审批传达后，由救护队负责严格按措施要求排放。12、掘进期间，若主扇因故突然停运，现场安全员、瓦检员、施工单位现场负责人必须严格按照

37、“一通三防”应急预案相关规定执行，与本措施一并传达贯彻。13、根据地质部门提供的地质资料，巷道掘进至地质构造时，及时编制措施。二、瓦斯管理：1、掘进期间，必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作面迎头、回风流、局部高顶及风机和开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度，并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”（特殊情况随时汇报），“瓦斯巡回检查”及 “瓦斯检查记录三对口”等制度。严禁出现脱岗、睡岗、空班、漏检、误检和假检。2、掘进期间，瓦检员必须严格瓦斯管理，严禁瓦斯超限作业，放炮时必须严格执行“一炮三检”和 “三人联锁放炮”制度。3、施工单位必须严格执行停电放炮制度，由安检科安检员负责监督落实。4、掘

38、进期间，掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时，必须停止打眼；爆破地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.80%时，严禁爆破；掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.80%时，必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏，禁止人员入内，并向通风值班室和矿调度室汇报，由瓦检员查明原因，采取措施，进行处理；如局扇及开关安设地点附近10米范围内风流中瓦斯浓度达到0.50%时，也必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏，禁止人员入内，然后停止局扇运转,同时向矿调度室汇报,由通风工查明原因，采取措施，进行处理。5、掘进期间，瓦检员每次检查瓦斯,都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传感器显示数据一并汇报调

39、度室,同时,必须将检查的瓦斯浓度数据向现场施工负责人说明清楚,当前所查的瓦斯浓度是否能正常工作。6、掘进期间，瓦检员若发现瓦斯超限,（不论是光学瓦检器检查超限还是瓦斯传感器显示超限）,都必须立即按规定停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标 、禁止人员进入局部通风范围之内,并交代施工单位现场负责人在栅栏处设置警戒，禁止人员入内,然后就近电话汇报通风值班室和矿调度室。由通风工区查明原因、采取措施、进行处理。7、瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时,必须先检查通风瓦斯情况,如通风、瓦斯均正常，然后向施工单位现场负责人说明清楚后方可离开,汇报完毕后必须及时赶回施工现场,瓦检员因汇报等原因不在工

40、作面期间,严禁放炮。该期间,施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪检查瓦斯,如发现瓦斯超限或突然停风,也必须按规定立即停止工作，切断电源，撤出人员，禁止所有人员进入停风地点。8、瓦检员交接班时,必须共同对所负责区域内的通风、瓦斯及安全设施全面复查一遍,发现隐患及时处理。三、综合防尘：1、打眼前洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤过程中洒水、喷雾。2、爆破工佩戴防尘口罩。3、巷道经常洒水降尘，杜绝粉尘堆积和飞扬。4、定期冲刷巷道，并由瓦检员进行经常性检查。5、防尘水管必须紧跟迎头，每隔50m分出一个三通阀门，以便及时降尘。四、防火管理：巷道掘进过程中采用煤电钻打眼和刮板运输机出煤，防火重点是防

41、设备、电缆和人为火灾。1、电气设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾，利用水管灭火。3、应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。第二节 顶板 1、必须坚持先检查后工作原则。每次开工前和放炮后，当班跟班干部和班组长都必须先从外往里对施工迎头顶板、支护等安全情况进行一次全面检查，发现问题及时处理。处理时，必须由外往里依次进行，且处理点往里迎头方向严禁有人。确认无危险后，方准人员进入迎头作业。2、施工中必须坚持执行经常性的敲帮问顶工作,及时找掉顶、帮悬矸危岩，排除隐患，确认安全后方可施工。找顶工作由两名有经验的人员担任，一人找顶，一人观察顶板和

42、退路。找顶人应站在安全地点，观察人站在应找顶人的侧后面，并清理出畅通的安全退路；找顶应从有完好支护的地点开始，由外往里按先顶部后两帮的顺序依次进行。找顶时，找顶点下方及往里迎头方向严禁有人。找顶时，严禁多处同时进行找顶，严禁在找顶范围内进行与找顶无关的工作找顶工作人员用长把工具找顶时，应注意防止矸石顺杆下落伤人顶帮遇有大块断裂矸石或矸石离层时，应首先设置可靠的临时支护（可在前探梁的保护下），保证安全后，再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。3、打眼及装药联线前，必须先检查施工点附近10m范围内的安全情况，发现问题及时处理，确认安全无误后方可进行打眼及装药联4、打眼时，人员必须选好站位，站稳踩牢。打完眼后退钻时，严禁猛拉猛拽，以防止倒钻伤