运输作业规程.doc

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1、3120运输顺槽工作面作业规程 矿 名：鸿兴煤业 施工区队：掘进工区 工作面编号：3120 编制时间： 二一年元月会 审 名 单总工程师_ _ _ 开掘副总_ _ _安 监 处_ _ _矿 调 度_ _ _生 产 科_ _ _地 测 科_ _ _通 风 区_ _ _机 电 科_ _ _ 煤 质 科 _ _ _一 采 区 _ _ _采区主管 _ _ _施工队组_ _ _编 制_ _ _目 录第一章 概 况 2第二章 地面相对位置及水文地质说明书 2第三章 巷道布置及支护说明书 3第四章 施工工艺 5第五章 劳动组织和主要经济技术指标 8第六章 主要生产系统 11第七章 主要安全技术措施 19第八

2、章 灾害应急措施及避灾路线 44第一章 概 况第一节 概 述1 巷道名称： 3120工作面运输顺槽。2 掘进目的及巷道用途：为形成3120采煤工作面生产系统，满足3120采煤工作面回采时的运煤、通风等用途。3 巷道设计长度：掘进距离440米。服务期限：120天。4 预计开、竣工时间：根据生产计划安排。本掘进工作面自2010年4月1日开工，预计2010年7月28日竣工。第二节 编写依据根据批准山西省古县五一煤矿矿井初步设计方案 ；3120工作面地质说明书 ；煤矿安全规程 及上级有关规定并根据工程类比法，结合施工单位现有的机电设备生产能力和工人的实际操作水平而编制的。第二章 地面相对位置及地质水文

3、情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 3120工作面位于井田的南翼中下部，地面相对位置在主斜井南侧。地面地形为典型的高山剥蚀地貌，覆盖厚度190-230m,地表为次生灌木林，树木生长茂盛，植被丰富，无建筑物，无水体。地面标高从11751405m。工作面下部为实体煤。该掘进面南部为南部井田边界保护煤柱，上部为尚未开采的实体煤。相应水、火、瓦斯对本工作面影响不大，但必须坚持先探后掘，有掘必探，监测监控。地面相对位置及邻近采区开采情况表 表2.1 水平名称1100水平采 区 名 称一 采 区地面标高（m）1300井下标高（m）1087地面的相对位置及建筑物地面的相对位置在下宝丰村西的山体上，地

4、表无建筑物。井下位置及掘进对地面设施的影响3120工作面位于井田南翼边界附近，主回风大巷以南，该运输顺槽北端与主运输大巷相连、地面为相对施工地点高差230m的山体,对地面无大影响。邻近采区开采情况3120运输顺槽为3120采面回采巷道，该巷左右两侧均为已回采采空区,巷道设计终端、即切眼位置，距临界东瑞煤业边界留有40m的保安煤柱。走 向165-175倾向75-85长 度440m第二节 煤（岩）层赋存特征1. 3120运输顺槽布置于3#煤中，并沿3#煤顶板掘进，在该区域走向为345-355，倾角为2-5，属近水平煤层，平均煤厚2.2米，为低瓦斯煤层，其顶、底板情况分述如下：2. 3#煤顶板：直接

5、顶为泥岩或砂质泥岩, 厚度5m左右，较松软，采煤后随即冒落。老顶为中、细砂岩，厚度一般在8.7m左右。3#煤距2#煤平均间距13.7m 。3. 3#煤：焦煤，属结构简单的稳定煤层，质地较软，半光亮型，粉末状、玻璃沥青光泽。内生裂隙发育，性脆易碎。4.3#煤底板：泥岩，厚度2.2m左右。5. 煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、自然发火期及煤尘爆炸性5.1 3#煤瓦斯绝对涌出量4.6m3/min, 相对涌出量9.52m3/t,2009年鉴定为低级瓦斯矿井,煤层自燃倾向性等级为II类，至目前为止，矿井尚无自燃发火现象发生。5.2 煤尘爆炸性：根据2007年鉴定有爆炸性，煤尘爆炸指数为21%。第三节 地质构造

6、根据邻近巷道揭露情况，地质构造主要是断层，预计在巷道施工中可能揭露几条较小的断层,但不会影响施工。第四节 水文地质 1. 水文情况： 1.1 根据已掌握的地质资料分析，该巷道水文地质情况简单，断层不含水。 1.2 3#煤顶板均为充水条件差补给条件弱的砂岩，预计会有少量的淋水及断层裂隙水，但对施工影响不大。 2. 安全隔水层厚度计算 现奥灰水位标高687m，工作面最低标高1087m，工作面最低标高高于水位奥灰水位350m，由此可见,该巷道正常掘进时不受奥灰水威胁。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置巷道布置于3#煤中，并沿3#煤顶板掘进，方位为3520，运输顺槽长度440米（平距）。 附:

7、巷道平面布置示意图 第二节 支护设计1. 巷道断面（附巷道断面图）运输顺槽沿3#煤层掘进：净宽:3.20米，净高: 2.2米。 2. 支护方式2.1临时支护2.1.1临时支护的方式：使用吊环式前探梁橛顶道配合安全点柱。橛顶道使用长3000mm、50mm无缝钢管，数量2根；吊环使用16mm钢筋做成70mm圆环，在圆环上焊接与顶板锚杆配套的螺丝，数量4个；安全点柱使用160mm长1800mm的优质圆木，数量4根。2.1.2使用方式及要求：放炮后将吊环上在迎头的第一、第二排锚杆上，将橛顶道窜到迎头，在橛顶道上用1.2米方子木接实顶板。临时支护最大控顶距2米，最小控顶距0.3米。2. 永久支护2.1

8、采用锚杆支护，巷道净宽3.20m，净高2.2m，按毛宽3.4m，毛高2.3m施工。顶板每排居中布置5根直径为18mm、长2.2m的等强螺纹钢树脂锚杆，压3.0m钢带，锚杆间距为800mm；每帮每排自顶下200mm布置3根直径为16mm、长1600mm的钢筋树脂锚杆，压2.0m的钢带，锚杆间距为900mm，横铺1.17m2金属菱形网，菱形网网间搭茬100-200mm，并用14#铁丝连接牢固,连接点间距不大于200mm。 2.2 帮顶锚杆排距均为800mm。 2.3 每根顶板锚杆布置1卷CK23/50型树脂药卷锚固，配碟形托板、快速安装螺母固定；每根帮锚杆布置1卷CK23/50型树脂药卷锚固，压木

9、托板、配球形托板、六角螺母固定。 2.4 顶板锚杆支护紧跟迎头，帮锚杆支护滞后不超过4排。顶板锚杆必须逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工，必须采用快速安装工艺钻孔、搅拌、安装，应尽可能减少顶板空锚时间。严禁采用一次性将所有钻孔打好，再一次性安装锚杆的方法施工。2.5 从开窝中开始沿巷道中心线每间隔5m布置一根锚索以加强支护；锚索规格为直径15.24mm，索长5.3m，锚索孔深5m，端头配2卷CK23/50型树脂药卷锚固。锚索必须滞后迎头五分之四个排距布置，但距迎头最大距离不得超过2个锚索的排距。2.6 螺母扭距为：100Nm扭距150Nm，每班放炮后，必须对迎头5m范围

10、内的帮顶锚杆进行二次紧固。2.7 严禁在井下截取锚杆、锚索。2.8 工作面遇到地质断层或顶板破碎处，采用扶棚支护，料场必须备足扶棚铁料。2.9 扶棚料规格为：全套矿用11号工字钢，梁净里长3.0m，棚腿长2.4m，下口净宽不低于3.6m。顶板布置6块枇子/棚，每帮布置4块枇子/棚，棚距为0.8m。架棚铁料不少于20架及配套的小料。3 支护材料要求：3.1 顶板锚杆：左旋无纵筋螺纹钢锚杆，金属杆体抗拉屈服强度不小于320Mpa，抗拉极限强度不小于500Mpa，延伸率不低于16%。帮锚杆：选用A3圆钢。锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工，尾部螺纹长度为90mm。 3.2 梯子钢筋梁：采用直径为1

11、2mm, Q235-AF(A3)型圆钢焊制，材料极限抗拉强度不应小于360 Mpa。3.3 碟形托板：金属锚杆托板厚度不低于8mm，面积不得小于100cm2,厚度不的低于10mm，面积不得小于144cm2，孔眼眼位居托板中间，直径比锚杆杆体直径大1.52mm,用钻床或冲床加工，不得使用铸铁托板。3.4 螺母：左旋无纵筋螺纹钢锚杆必须使用与锚杆相匹配的快速安装螺母。帮锚杆使用国标螺母。3.5网：煤巷锚杆支护巷道应用的网，选用金属菱形网，不得使用普通经纬网。3.6锚杆木托板：规格一般为400mm200mm50mm。3.7锚索托板采用18#槽钢截成，长度为400mm,中间加焊15015010mm的钢

12、板，中心眼孔16.5mm,用钻床或冲床加工。第三节 支护工艺永久支护采用锚杆支护，其规格为181800mm，间距为800mm，排距为800mm,两帮锚杆托板采用木托板，其规格为长宽厚40015050mm，并与巷道方向垂直布置。安装树脂锚杆时，吹净孔内岩粉，然后进行锚杆安装。安装时，用锚杆机边搅拌边推进。要将锚杆推至孔底，才能达到锚固力。搅拌时要轻推猛搅，以更迅速将凝固剂和树脂混合均匀，搅拌时间控制在8-15s，等待10-60s后，实行快速安装工艺，锚杆外露长度螺母外不超过40mm、不小于10mm。锚固剂选用CK2340型，每孔使用一根。第四章 施工工艺第一节 施工方法1. 施工方法：采用钻爆法

13、施工，爆破落煤、人工攉煤，刮板运输机、皮带运输机运煤。2. 开口施工：2.1支护方法：使用锚杆支护三角门，间、排距700700mm 。开口处布置两根锚索，原巷道中部布置一根锚索，其间距1.5m。2.2 施工工序2.2.1先加固开口5米范围的巷道支护，检查原巷道锚杆支护的质量，对失效的锚杆重新补打，保证支护质量；2.2.2开口掘进5米范围炮眼深度1米，每眼装药量不超过0.2Kg，先施工槽眼，然后再以炮助镐刷大，够0.7米，打永久支护锚杆，进一排锚杆距离施工一排锚杆，如此循环，掘进5米后再按照正规循环作业。3. 开口施工安全注意事项：3.1 提前做好风、水、电等准备工作，保证能具备安全施工的要求；

14、3.2打眼前检查开窝点的通风、瓦斯、防尘等工作，及时处理不安全因素；3.3 每次放炮前班长必须派专人在能进入放炮地点的通道设好警戒；3.4 开口施工前必须制定专门技术安全措施。 第二节 凿岩方式1. 本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。2. 打眼机具： 破岩使用MZ-12型电煤钻，配备2.0m麻花钻杆和42mm钻头。支护使用顶板锚杆使用锚杆机钻眼，配备1.0m、1.5m、2.2m六棱钻杆和28mm钻头；帮锚杆使用煤电钻配2.0m麻花钻杆和28mm钻头。第三节 爆破作业1 爆破材料的选用选用2级煤矿许用炸药、毫秒延期电雷管（最长延期时间不超过130ms），循环进度1.6 m。起爆使用MF

15、B-100型隔爆式发爆器，封孔材料为水炮泥、黄泥、封泥长度不小于0.5m，采用正向装药。2 爆破说明表煤巷爆破说明表 表4.1炮眼名称眼号眼深(m)眼距(m)角度（）装药量（公斤）爆破顺序联线方法炮泥长度装药结构水平垂直每眼眼数总量掏槽眼1-42000100079900.843.2串 联填满充实正向连续辅助眼5-111800 60090900.674.2周边眼12-21180063084900.4104.0底 眼22-27180054090840.663.6合 计2715.0 岩巷爆破说明书 表4.2炮眼名称眼号眼深(m)眼距(m)角度（）装药量（公斤）爆破顺序联线方法炮泥长度装药结构水平垂直

16、每眼眼数总量掏槽眼1-3200055078/9078/901.033.0串 联填满充实正向连续辅助眼4-71800 100090900.843.2周边眼8-15180055085/90 85/900.684.8底 眼16-20180055090901.055.0合 计2016.03 炮眼布置附：炮眼布置图第四节 装、运岩(煤)方式 1、装岩（煤）方式 巷道掘进施工中，采用爆破自装辅以人工攉煤矸。 2、运煤、岩方式采用30T刮板输送机经800皮带运输机运送至主运输大巷升井。第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中所使用的电缆、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、风水管路敷设

17、在巷道的右帮，风水管路距底板0.8m、电缆距底板1.6m、电缆线按照监控线、信号线、动力电缆由上到下顺序、动力电缆与其他小线间距保持0.2m以上。电缆勾每隔2m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒吊挂在巷道的左帮、距底板不小于1.2m、要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。运输机布置在巷道的左侧，距帮0.5m，靠人行道侧刮板机要上好挡煤板。第六节 设备及工具配备设 备 工 具 配 备 表序号名称规格型号单位数量备注1局扇BKY66-2-No.43台2一台工作一台备用

18、2煤电钻MSZ-12部2安装锚杆、打炮眼3650皮带37KW部1430T刮板输送机30KW部25放炮器MFB-100台3每班一台6放炮母线铜芯绝缘线米120*3每班一挂7炸药箱个1每班一箱8雷管盒个3每班一盒9瓦斯报警仪便携式台9每班三台10大锨、尖锨张6/6每班各2张11大锤8把把3每班一把说明：以上设备工具要提前备好并试运转，共用者实行交班，本班使用的设兼职保管员，矿统一管理的设备，执行矿统一规定。 第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织 巷道掘进采用每天“两掘一准”制，一班检修准备，二班组织生产，每班两个循环，每循环进尺1.6m。第二节 循环作业图表 为保证正规循环作业的完成

19、，迎头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。 附劳动组织配备表工种出勤人数在册人数备注一班二班三班小计打眼工3368放炮工1123皮带司机1123刮板机司机3367机电维修工21145质检员1122班长1122合计211112430第三节 主要技术经济指标序号项目单位数量锚杆支护矿工钢棚支护1巷道长度米703702在册人数人303出勤人数人244出勤率%805循环进度米1.66每班循环次数个27日循环次数个48日进度米6.49月进度米17210正规循环率%9011效率米/工0.312炸药消耗千克/米 10

20、13雷管消耗发/米1214炮泥消耗千克/米1215水炮泥袋消耗个/米1621背板消耗块/米1831电煤钻消耗部/100米0.532风水管消耗米/米133放炮母线消耗米/米0.238其它消耗元/米第六章 生产系统第一节 通风系统1 通风系统管理3120运输顺槽采用压入式通风方式，选用FBDN（25.5）低噪音局扇，风筒为直径500mm的胶质风筒，风机安设在距运输顺槽回风口不小于10m的地方，风机安设要方便行人及运输。风筒要吊挂在巷道一角，吊挂必须平直，逢环必挂，接头要双反边。漏风率小于规定。风筒出口风量不得小于80m3/min，局扇距底板高度大于300mm。风筒出口距工作面迎头小于5m。2、掘进

21、面配风量计算2.1 按瓦斯涌出量计算 Q掘=100q掘K通=1000.202=40 m3/min 式中：q掘掘进面平均瓦斯绝对涌出量，m3/min K通掘进面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数2.2 按炸药计算 Q掘=25A=255.4=135m3/min，式中：A掘进面一次爆破最多装药量，5.4kg2.3 按人数计算 Q掘=4N=420=80m3/min， 式中： N掘进面同时工作的最多人数。2.4 按迎头风速、温度计算局扇的需要风量：扇2=60V掘S掘maxPK掘2 , m3/min式中：p 局扇供风井巷风筒漏风系数，对于柔性按下式计算：p =1/(1-nL)=1/(1-790.005)=1/

22、0.605n 风筒接头数；取n溜 =46L 一个接头漏风率，反压边连接时， L=0.005。V掘 局扇供风井巷巷道最低允许风速,m/s; 煤巷和半煤岩巷V掘0.25m/s。S掘max 局扇供风井巷的设计最大净断面积,3120运输顺槽取6.6m2；K掘2 局扇供风井巷风量调节系数，在正常情况下，取1.0运=60V掘S掘maxPK掘2600.256.6 1/0.6051.0=152m3/min由上述计算得掘进面最大配风量为152 m3/min。3、局扇选型3.1 Q扇= Q掘/（1L%）=152/（1440%3%）=175 m3/min。 式中：Q扇局扇应吸风量， m3/min Q掘掘进面应配风量

23、， m3/min L供风距离， 最大440m 风筒百m漏风率， % 3.2 按局部通风机实际吸风量计算： Q=Q局IKf=15211.2=183 m3min 式中：Q掘进工作面实际需要风量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 Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数根据计算本工作面应选用FBDNO5.0/25.5局扇一台供风。能满足掘进面供风量152m3/min。4、 按风速验算 Q最小=0.2560S=0.25606.6=99m3/min； Q最大=460S=4606.6=1584 m3/min。 式中：S掘进面最大净断面，

24、m2 Q最小152 m3/minQ最大 经验算152m3/min符合风速要求5、按掘进面温度和炸药量验算 掘进面炸药用量小于6kg；掘进面温度在16-220之间， 152m3/min大于50m3/min符合风量要求。6、按有害气体浓度验算 P瓦/Q掘1% 式中P瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min Q掘掘进工作面需要风量，m3/min 0.17/118=0.0011% 经验算掘进工作面配风118m3/min符合上述4种风量及风速要求，配风及局扇选型合理。 7、掘进面供风局扇配风量计算7.1 Q局=1.2nQ吸=1.21152=183m3/min。 式中：Q局局扇配风量，m3/minn掘进面同时供风的

25、局扇台数， Q吸局扇实际吸风量，（根据我矿实测取152m3/min）7.2 安装局扇巷道最低配风量计算为防止局扇喝循环风在风机额定风量的基础上配备的风量为：Q巷= Q60VS巷=152156.6=251m3/min式中：Q巷安设局扇的巷道全负压配风量，m3/min QE 实际吸风量，m3/min S巷 局部风机安装处的巷道净断面积，6.6 m2V局扇吸风口至工作面回风巷口风流最低风速，0.25m3/s 因此风机安装处全负压应供风量不低于251m3/min8、通风系统主进风大巷 新风 3120运输顺槽 新风 迎头 乏风 主回联络巷 乏风 主回风巷 乏风 风井（地面）附：通风系统示意图。9 瓦斯防

26、治9.1所有掘进工作面、硐室、使用中的机电设备的设置地点、有人作业的地点应纳入检查范围。 9.2、检查次数：对有人工作的掘进工作面，瓦斯、二氧化碳的检查次数每班不得少于两次；对瓦斯、二氧化碳涌出异常的工作面、作业地点或峒室可根据具体情况由矿总工程师决定检查次数；对无人工作的工作面和硐室、使用中的机电设备的设置地点，瓦斯、二氧化碳的检查次数每班不得少于一次。 9.3、循环路线：每月月初由总工程师负责制定所辖区域内各检查点的瓦斯、二氧化碳检查计划循环图表，并根据掘进队组的变化及时更改计划循环图表，瓦斯检查员必须按计划循环图表上规定的检查线路进行正规循环检查，不得逆着检查路线检查。 9.4、班中检查

27、时间：对有人工作的掘进工作面或作业地点，第一次检查在接班后的三小时内完成，第二次检查在本班到点前二小时前完成，对无人工作的工作面的检查，应在接班后的三小时内完成，同时要在瓦斯牌板上注明“无人工作”字样。 9.5、没有特殊情况瓦检员不得随意改变检查路线和提前或推后每次的检查时间。 9.6、掘进工作面瓦斯检查的主要地点： 掘进工作面分为工作面风流（指巷道风筒出口到工作面一段风流）；工作面回风流（指巷道以里到风筒出口处）；局部通风机前后10m以内的风流；局部高冒区域。 9.7、瓦斯检查实行挂牌管理 1）、掘进面瓦斯管理牌板应挂在距煤头50m以内（掘进上下山巷道时必须挂在煤头处）。 2）、瓦斯员必须按

28、规定的循环检查次数详细检查掘进工作面的主要瓦斯检查点，并将检查结果填写在牌板上及循环图表上，瓦斯管理牌板上应写明：检查地区名称、各主要地点瓦斯浓度和二氧化碳浓度、检查次数、时间、瓦斯员姓名。 9.8、瓦检员必须严格按巡回检查图表规定的地点、时间、内容认真检查，同时检查所负责地区的瓦斯情况，将每次检查的结果填写在巡回检查图表上。 9.9、瓦检员必须使用光学瓦斯检定器检查瓦斯，且带有不少于2m长的胶管和检查棍。检查煤高冒瓦斯时，以用胶管伸入煤仓2m为准，瓦斯浓度达到1.5%时,停止附近20m内电器设备运转采取措施处理。 9.10 瓦检员在进行第一次检查时，要将上班瓦斯检查牌板上的检查时间、瓦斯、二

29、氧化碳浓度抄写在自己瓦斯循环图表背面相应的栏目内。 9.11 瓦检员每检查一个地点，都要及时将检查的时间和结果分别填写在牌板和图表上，并通知现场工作人员。对于瓦斯超过规定时，瓦检员有权责令现场人员停止工作，并撤出人员。如发现问题，要及时向生产部请示回报。9.12 通风科长和总工程师要认真检查瓦检员巡回检查瓦斯的工作质量，分析审查牌板和图表，帮助处理问题。 9.13 严格执行瓦斯巡回检查图表审查制。通风科长要及时审阅每班“瓦斯检查图表”，“瓦斯检查记录牌板”（可根据当班循环图表背面所抄写的上班瓦斯牌板数据核对），班报，看三者是否对口，若不相符，查明原因，对责任者进行处理。通风科长审阅瓦斯检查循环

30、图表后，要在图表上逐页签名和签注审阅时间，同时根据班报，掌握井下瓦斯变化规律，发现问题及时处理，并向矿调度回报。 9.14、瓦检员负责本人检查范围内通风设施的检查与管理，每班至少对检查范围的通风设施进行一次全面检查，发现问题及时汇报，及时处理。 9.15、瓦斯员对井下停风地点栅栏外风流中的瓦斯浓度，每天至少检查1次。密闭外的瓦斯浓度每周至少检查1次，同时对一氧化碳、气体温度的检查。二氧化硫、硫化氢等气体的检查同巡回瓦斯检查一样进行检查。9.16、瓦斯员每班在巡回瓦斯检查的同时利用光瓦仪与甲烷传感器进行对照检查并将记录和检查结果报调度室监测值班员，同时报通安科。当两者读数误差大于允许误差时，先以

31、读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对2种设备调校完毕。 9.17 瓦检员在每日填报“通风瓦斯检查日报表”（每个检查点的瓦斯和二氧化碳以一个班的最大数据值为填写依据），并填写当日存在的主要问题，报送矿长、工程师审阅。对重大通风瓦斯等问题，立即向矿调度汇报，制定措施，报矿总工程师批准处理。9.18 总工程师必须当日审阅“通风瓦斯日报表”，对反映出的主要问题，要明确批示处理意见。矿调度室负责将总工程师的批示通知有关单位，并负责督促，协商问题的处理，及时掌握问题处理进展情况，直至问题处理完毕。9.19 严格瓦斯巡回检查制度的监督考核，凡发现瓦检员脱岗、虚报、假报瓦斯情况的，坚决给予开除。9

32、.20 对于本矿井虽属于低瓦斯矿井，但必须按高瓦斯区域有关规定进行管理。掘进工作面必须配备一名专职瓦斯检查员。9.21 瓦斯涌出较大、变化异常的掘进工作面，必须有专人经常检查，并安设甲烷断电仪装置。9.22 工作面放炮执行“一炮三检”，并做好记录。9.23 矿长、矿技术负责人、爆破工、掘进队长、通风科长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪，安全监测工必须携带便携式甲烷检测仪。第二节 压风系统压风采用地面空压系统，压风管路从回风上山通过联络巷工作面用软管与风钻连接。附压风系统示意图第三节 防尘系统 防尘水源来自地面蓄水池 ，分别用4寸、2寸铁管和1寸胶管接至迎头，每五

33、十米设三通一个，距迎头20m内设一道能封闭全断面的常开水幕，掘进迎头的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。采用湿式打眼，定炮时使用水炮泥，放炮前后对迎头30米范围洒水降尘、冲洗两帮并做记录，记录保留时间一个月。放炮要使用放炮喷雾，水幕需要雾化良好，能封闭全断面，在煤岩装载过程中边扒装边洒水，个人配带防尘口罩，每天安专人自局扇进风口外20米到迎头进行一次全巷道防尘，并做好记录。 1. 防尘系统： 1.1 防尘管路：采用25mm的钢管。 1.2 供水路线： 侧式供水钎子巷道内水幕 地面静压水池108mm回风井108mm主回风大巷25mm 掘进工作面 扒装洒水 装水炮泥水针 冲刷

34、岩帮水管 1.3迎头水压不低于1Mpa，水量不低于0.85立方米/小时。 1.4 距迎头60200米安设一组隔爆水袋，使用每个20L水袋，总水量200L/m2S掘=2006.6=1300L，需要65个水袋，取68个，每排四个，需17排，排距1.21.5m，棚区长度不少于20米。吊挂要求：水袋吊挂距顶不大于200mm，距帮不小于100mm。 1.5 距迎头2030米安设放炮喷雾，距掘进工作面不大于50米安设净化水幕。水幕必须能覆盖全断面。各转载点安装转载点喷雾。1.6 防尘管路每隔50米设一三通阀门。掘进迎头必须配备不少于25米防尘软管。1.7防尘周期：每次放炮前后工作地点20米范围必须防尘；迎

35、头30米范围必须及时防尘、30米以外巷道每天进行冲尘一次。1.8 实行湿式打眼，坚持使用水泡泥。附：防尘系统示意图。第四节 防灭火1、防尘管路兼作消防管路。2、防火系统 侧式供水钎子巷道内水幕 地面静压水池108mm主井108mm主回风大巷25mm 掘进工作面 扒装洒水 装水炮泥水针 冲刷岩帮水管3、距掘进工作面50米配备两台干粉灭火器，不少于25米消防软管。4、皮带机头配备两台干粉灭火器，不少于25米消防软管，0.5m3消防砂及两把消防铲。第五节 安全监测系统 1. 便携式甲烷报警仪的配备和使用： 1.1 队长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象

36、（甲烷报警点为1%）必须进行处理。 1.2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。 1.3、当班的班组长下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。 1.4、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，有报警现象时，不得通电或检修。2 甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：2.1、在掘进工作面安设甲烷传感器，与矿KJ80型监控系统联网，每面配接一台馈电传感器

37、,接于该工作面电源总开关负荷侧，分站内置的局扇开停传感器要分别连接各局扇。实现风电闭锁和瓦斯电、故障电闭锁功能。2.2、掘进工作面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，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2.3、甲烷传感器应布置在风筒的对帮，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。2.4、当传感器或分站、线路出现故障时，应立即汇报调度室，及时维修；同时，使用现场的便携式甲烷检测报警仪指定放炮员或安全员专人进行连续监测，交接班时不得停止，直到监测系统修复投入使用。 3 安装及使用

38、要求：3.1、监测电缆由机电队敷设，使用单位负责保护。断电器控制电缆有使用单位负责与控制设备开关联接。3.2、拆除或改变与安全监控设备有关的电气设备，需安全监控设备停止运转时，必须报告调度室，制定安全措施后进行。3.3、安全监控设备发生故障要及时处理，在故障期间必须有安全措施。3.4、监测系统断电后，必须有监测人员查明原因后复电，其它人员不得随意复电或将断电设备断开。3.5、安全监控设备必须有故障闭锁功能：当闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁。当与闭锁控制有关的设备工作正常后，自动解锁。3.6、对于瓦斯浓度超规定浓度而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下，方可人工复电，严禁自动复电。3.7、瓦斯探头必须安设在坚固的支护处，放炮时撤至安全地点，放炮后，移到规定的位置。3.8、安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆。3.9、电缆吊挂应采用标准钩，必须符合煤矿安全规程第469条规定。3.10、安全监控设备必须定期进行调式，校正，每月至少一次，传感器、报警仪每10天用标准气样和空气气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。3.11、安全监控人员必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，并做好记