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1、煤矿掘进工作面掘进作业规程工作面名称：三采区运输平巷编制人：王德章负责人：彭树平批准日期：年月日执行日期：年月日威信县鑫源煤矿矿井年月日会审意见会审人员及部门会审意见会审签字年月日第一章 慨况第一节 慨述一 巷道名称三采区运输平巷二 掘进目的及用途：掘进的目的是为了三采区煤层开采作主要运书输巷通风行人运输和管路敷设等雪要。三 巷道设计长度和服务年限巷道设计长度；服务年限：年四 预计、竣工时间经矿有关领导决定：本掘进工作面自年月日开工，预计年月日竣工。第二节 编写依据一 设计说明书及批准时间设计说明书名称为三采区水平运输巷设计说明书。批准时间为年月日二.第质说明书及批准时间地质说明书名称为三采区
2、水平运输大巷地质说明书。批准时间为2011年7月20日。三.矿压观测资料 煤层和煤层的底板应力较集第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置待掘进巷道地面相对位于我矿工业广场和山地，地面标高+1100m1200m。待掘进巷道井下位于忘我矿井田北翼，西位下山采区，南.北为我矿实体煤层(未采掘),东部以构1050m煤层底板等高线为下限。第二节煤（岩）层的赋存特怔本区岩（煤）层为一东倾单斜构造，产妆稳定，岩层厚度变化不大，走向N28N30E，缺向S60ES62E，缺角2225，上部曲向略大于下部。1号煤层为无烟煤，无光泽，厚1.11.6m,坚固性系数为1.0_1.5,属于破碎煤层。1号煤层顶板岩
3、层由下向上依次为泥质粉砂岩。中细砂岩，泥质及铝土质粉砂岩和中粗砂岩。泥质粉砂岩厚1。0m左右，黑色，含泥 质，岩石坚固系数为3，块妆岩层；中细砂岩厚30m左右，灰白色，石英长石为主，中细粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固系数为6；该层砂岩之上的泥质及铝土质粉砂岩厚28m左右，含泥 质及铝土质，灰黑色，岩石坚固系数为3，块妆岩层；该层粉砂岩之上为中粗粒砂岩，厚25m左右，长石为主，石英次之，灰白色，中粗粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固系数为6。1号煤层地板岩层从上到下依次为泥质粉砂岩，中细砂岩和2号煤层。泥质粉砂岩厚8m左右，顶部2m左右泥质含量较高，灰黑色，坚固性系数
4、为23，块状岩层；下部泥质含量较低，黑色，坚固性系数为4，层状岩层，中细砂岩厚度17m左右，灰白色，中细粒结构，石英长石为主，钙质胶结，岩石坚固系数为6，层状岩层。该层砂岩之下为2号煤 层，在本区厚度为0.2m左右，不可采。附图：煤岩层综合柱妆图（1：2000）（略）二煤层瓦斯涌出量为2.79m3/min,属低瓦斯;该煤层自燃躯向性为类,不易自燃,不存在自燃发火；煤尘爆炸指数Vd为4.46,无煤尘爆炸性。第三节 地质构造本区地层为一东斜构造，煤（岩）层产妆稳定，走向N28N30E，倾向S60ES62E，倾角2225，上部倾角略大于下不。据本区钻孔资料，本区没有发现落差较大的断层（指落差10m以
5、上的断层）也没有发现岩浆侵入本地层。由于钻孔间距限制，控制程度较低，因此区内可能隐藏有落差较小的断层（指落差10m以下断层），需在巷道设计时加以考虑。附图2：地质平面图（略）附图3：地质剖面图（略）。第四节 水文地质本区为新开拓区，因此不涉及积水巷道和老空区问题；区域内虽然有地质勘探孔，但封孔良好；1号煤层顶板上不虽然有一砂岩裂隙含水层，但距1号煤层60m以上。且有厚度为28m左右的泥质路铝土质隔水层相隔，所以该含水层对本区巷道掘进无影响。1号煤层底板砂岩中局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超过30m3/h，一般为510m3/h。第三张巷道布置及支护说明第一节 巷道布置A组：自120
6、0m 大巷6号坐标点向北50m开口，以转角40施工200m水平运输巷。其坡度为5/；然后在20m处设躲辟洞室。B组：巷道交岔点施工图见施工设计。第二节 支护设计一巷道断面该工程除见煤点前后20m巷道外，其他所有巷道均为工子钢支护并喷射混嶷土，断面形状为圆形拱。其断面为：S净=5.65,S毛=6.78。附图:巷道断面图(略)二支护方式（一）.临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg/m的两根钢轨制作，长度不小于3.5m,用金属锚干和吊环固定,吊环形式为倒梯形,每根前探梁不少于2个吊环,吊环用配套的锚干螺母固定,所用树脂锚固剂不少于2根,锚固力不小于50kn。前探梁必须及时跟进，其最
7、大控顶距离为2.0m,前探梁上用2块规格为(长宽厚)=1500mm200mm150mm半圆木和木掾杆接顶。附图5：临时支护平.剖面图（略） (二).永久支护该工程除各车场见煤点前后20m巷道外,其他所有巷道均为工子钢支护并喷混疑土.(三 ).喷混疑土质量要求巷道净高,净宽允许误差为0150mm。表面基本平整，喷射均允，无裂缝，在1范围内凹凸不平不得大于50mm。第三节：支护工业（一）.支护材料1.锚干及锚固剂:锚干采用直径18mm的金属锚杆,长度为2m。每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆的外露长度为3050mm；托板由厚12mm.150mm150mm的正方形钢板制成。树脂锚固剂型号为K2335型
8、。2混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的河砂和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥：砂：石子=1：2：3均匀搅拌而成。混凝土标号为150号。速凝剂型号为J85型，掺入量为水泥的4。速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺入，不得提前掺入混凝土你内。4对所用的水泥.砂.石子和速凝剂要分类存放在巷道内。水泥和速凝剂的存量分别 控制在10T和0.4T左右,不得大量存放,以防长时间存放受潮失效;砂和石子均不少于25T。二.锚干安装工业1.打锚杆眼（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找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， 要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要
9、求。不符合要求时，必须处理。（3）打锚杆眼要使用锚杆机，风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻钻头直径为32mm，使用锚杆机打眼时要先送水，后送风，停锚杆机时要先停风，后 停水。（4）打眼深度 为1.95m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75，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）装树脂药卷前，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）安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装眼入内，随后插入锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚机，待5m
10、in后方可卸下联接套，20min后，上好托板，将螺母用气板机拧紧。（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，在安装锚杆。（4）锚杆的锚固力不得低于50KN/根。三喷射混凝土1喷射混凝土前的准备工作。（1）检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。（2）清理待喷巷道范围内的杂物，矸石等，接好风，水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得透风。（3）检查喷浆机是否完好，摩擦板是否紧固，有无漏风等，问题时方可进 行喷射工作。（4）检查风，水压是否符合要求，风压应控制在0.10.12MPa,水压应控制在0.25MPa。2在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须
11、符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。3混凝土配比为水泥：砂：石子=1：2：2，水泥标号不得低于425号，石子粒度为10mm，速凝剂掺量为水泥重量的4。4人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。5为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂料喷镜，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高，净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷厚度的依据。6喷镜前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖好。7喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套，防护口罩，防护眼镜，雨衣和雨裤。 8喷射中，一人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪，掌握喷射方向，一手握住进水阀门，控制
12、水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比（0.40.5）。9喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75，喷枪与受喷面的距离以1.01.2m为宜。10.喷枪操作时，饮食喷头沿螺旋形轨迹（11.5m）运行，一圈压半圈（圈径为200mm）并均匀缓慢移动。11喷谁顺序为先下后上，先墙后拱，先凹后凸。喷墙时一次喷厚6080mm，喷拱是一次喷厚3040mm，间歇时间1530min。12.加入速凝剂，必须随喷随惨，不得提前惨入料中。13喷射混凝土必须洒水养护，要求每班洒水12次，养户时间不少于28d。14.两帮必须挖出不少于100mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。15.对
13、于参水或漏水地段，宜采用排，堵的方式来解决。用到水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。16.在松散破碎和膨胀性为岩中进行锚喷作业时，必须注意以下几点：（1）严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用风冲刷。（2）放炮后立即喷混凝土50mm，水泥标号不得低于500号。（3）喷完混凝土后倒下一循环放炮时间间隔不应小于4h。（4）可采用金属网，钢梁与锚喷进行联合支护。（5）放炮前，预大超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。17.正在喷浆的回弹料，可回收后惨入新料中，但参量不得超过30，亦可灌注水沟，台阶等。18.喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25；两帮不大于15。19.为了减少混凝土的收缩裂缝
14、，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50mm，并保证最少28d的潮湿养护。20.严各执行开停机顺序，开机时先给水，后停风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，在送水，最后停风。四架鹏喷射混凝土1.各车场石门掲露煤层前后各80m改为架棚喷射混凝土支护距煤层底板2.5m时，改为架棚喷射混凝土支护，直至穿过煤层巷道底板距煤层顶板0.6m均为架鹏喷射混凝土支护。2.掘进时，支护必须及时跟进，放炮后及时上好临时支护。在临时支护下，上号工字钢棚子。裱褙材料使用混凝土背板，背板要牢固有次序。3棚子下踏煤时要穿鞋，鞋使用300mm300mm200mm的料石。4喷射混凝
15、土时要将工字钢棚子覆盖住。第四章施工工业第一节施工方法除见煤处外所有本规程的巷道均采用光爆锚喷支护进行掘进，坚硬岩层周边眼眼距围为350400mm，抵抗距为400mm，周边眼眼距与抵抗距之比0.851.0。当岩层较软时，周边眼距应控制在300mm，抵抗距为400mm，半眼率不低于60.2.上部车场开口、中部车场和各交岔点的施工方案（1）个交岔点均布置在1号每层的顶、底板中，因岩层较坚固，故所有的交岔点均采用锚喷支护。施工时，先掘进直巷超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。3各中部车场石门掲露煤层的施工方法。石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探煤孔深度为7m向前掘进9m，遍探边掘，以
16、保证巷道顶板距煤层底板有2.5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2.5m时，将原支护改为架鹏喷混凝土支护。第二节凿岩方式1. 本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行。2. 打眼时用YT23（7655）凿岩机和MQT85C2型锚杆机进行打眼；安注锚杆使用MQT85C2型锚杆机，风锚机和BK30型气板机进行。风源来自150m水平空压机房，L2108型和4L208型空压机各1台，通过4寸及1寸管路输送到地面。第三节 爆破作业巷道所在岩层均为砂岩，较坚硬，故采用栔型掏槽。炸药使用矿用炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFd100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。见表1、表2.附图6：轨道下山和胶带
17、下山炮眼布置图（略）附图7：上、中部车场炮眼布置图（略）附图8：装药结构示意图（略）。表1各车场爆破说明表炮眼序号炮眼名称眼深m角度（。）装药量Kg泥长度m联线方式起爆顺序装药结构水平垂直每孔总量1-6掏槽眼2.00720.63.61.2串联I正向装药6-14辅助眼1.80900.453.61.0II15-21辅助眼1.80900.453.151.0III22-31辅助眼1.80900.454.51.0IV32-52周边眼1.80900.153.150.6V53-59底眼1.8100.64.212V1合计22.2表2轨道下山、输送带下山和输送带平巷爆破说明表炮眼序号炮眼名称眼深m角度（。）装药
18、量kg泥长度m联线方式起爆顺序装药结构水平垂直每孔总量1-6掏槽眼2.50720.63.61.2串联I正向装药7-8辅助眼2.40900.450.91.0II9-19辅助眼2.40900.454.951.0III20-36辅助眼2.40900.152.550.6IV37-43底眼2.4100.64.21.0V合计16.2第四节装载于运输一、装眼方式巷道掘进中，两工作面均使用ZYP17耙斗装岩机庄严。1.耙斗装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。下山固定耙斗装岩机时，除按上述要求外，换必须用底木梁固定，底木梁直径不小于250mm，柱窝不小于300mm，另外，
19、还需将耙斗装岩机用钢丝绳或链子固定于顶帮的锚杆上。2.导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m,装岩机机身上方装岩槽上两侧应当安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，档绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm。装岩机距工作面最大距离为20m，最小距离为6m。二、运输方式施工中采用吨灌运输，平灌人工推灌，上下山采用JD25型绞车和卡轨车运输。轨道下山和运输下山掘进在中部车场I以上时，采用JD25型绞车运输；轨道下山掘进到中部车场I以下时，采用K9E01型卡轨车运输至上部车场。卡轨车随掘进进度而下移
20、。输送带下山运输采用JD25型绞车。中部车场I以上段，直接用绞车运到上部车场。掘到中部车场I以下时，用JD25型绞车运到中部车场I，然后由卡轨车运到上部车场。随着中部车场II、III、IV的施工完成，绞车逐段下移。上山掘进时，回头轮要用直径为15.5mm双轨钢丝绳套子固定在装岩机机身下的横梁上。轿车的固定方法：每部绞车用4根锚杆固定，所用的锚杆直径为22mm，长度为2m，用2根K2335型锚固剂锚固，每根锚杆的锚固力不小于60KN。第五节管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面中规定的位置挂牢固整齐。1.风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水
21、管路使用4寸铁管，供水管路使用1寸铁管，据工作面20m范围内使用1寸胶管。风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。2.铺设要求（1）直线段轨距为600mm，偏差不小于2mm，不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过50m。（2）轨道的铺设要求要严格腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。（3）轨面和轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不应超过2mm，螺栓、螺母和道夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨接头不得置于枕木上。（4）钢轨街头间隙，在直线部分不应超过5mm，曲线部分不超过8mm。（5）曲线铺轨时，轨枕应与曲线半径一致，两侧钢轨
22、的街头必须错开，其错开长度为钢轨长度的1/31/4。3.道渣和轨枕要求（1）道轨铺好后，道心要填平、咂实。（2）轨枕为混凝土枕，规格（长宽厚）为1.2m0.2m0.2m，轨枕间距为700mm，其偏差不准超过要求的100mm，轨枕中心线与轨枕的中心要一致，轨枕要垂直轨道中中心线。（3）道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺母，并且紧固牢实，不得松动。（4）道心禁止填煤块、木材等。4.其他要求（1）道轨型号要统一（24Kg/m）。（2）水沟必须用混凝土浇灌，其规格（宽深）为250200mm，并且低于道木面50mm（详见主、副下山水沟断面图）。（3）压绳轮、托绳轮、外绳导轮及弯道导绳轮组等，根据安
23、装图纸严格施工，保证质量。第六节设备及工具配备设备及工具配备情况表见表3.设备及工具配备情况表3.序号设备工具名称型号单位数量A组B组备注1局部通风机JBT-52台11备用一台2装岩机ZYP-17台113矿用气板机BK-30台11备用一台4绞车JD-25台115卡轨车K-E-01台16水泵100D453台22备用一台7风锚机ZMS30台22备用一台8风镐G10台22备用一台9凿岩机7655台44备用一台10风泵QJB50X台22备用一台第五章生产系统第一节通风施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在-150m井底车场北支巷处。当中部车场I贯通后，通风机移至轨道下山中部车场I开口以上10m
24、以外新鲜风流中。中部车场II贯通后，在移至中部车场II以上10m意外新鲜风流中，以此逐段下移。最长供风距离为500m。一、掘进工作面风量计算独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。1.按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1000.091.8=16.2m3/min式中Q掘进工作面实际需要的风量，m3/min；100单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1的换算值。q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；此处两个工作面的q为0.09m3/min。k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取1.8
25、.2.铵炸药量计算Q=25A=254.95=124m3/min式中25每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量；A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定A=4.95kg。3.按人数计算Q=4n=412=48m3/min式中4每人每分中不低于4m3的配风量；N掘进工作面同时工作最多人数，此处n=12。4.按局部通风机的实际吸风量计算Q=Q局I=1501=150m3/min式中掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min；JBT型局部通风机吸风量为150200 m3/min，取m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本狂均为本矿均为1台。所以，掘进工作面实际需要的风量取以上通风机计
26、算最大值150m3/min。二、局部通风机、风筒规格选型1.局部通风机吸风量的确定Q=Qj/(60c)=124/(6077)=2.68m3/s=161 m3/min。式中QF局部通风机吸风量，m3/S;Qj_掘进工作面需要风量，m3/S；铵炸药量计算为124 m3/min；c风痛有效风量率，；取c=77。2.根据局部通风机吸风量161 m3/min，选用JBT52型局部通风机（11kg）可以达到要求。3.风筒采用抗静电、阻燃风筒，致直径为400mm。风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。三、掘进工作面风量验算1.按最低风速验算岩行掘进工作面最低风量为：Q岩q.s岩=910.49=94.4 m
27、3/min式中q按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数，取q=9;S岩掘进断面积，S岩=10.49m2。2.按最高风速验算岩行掘进工作面最高风量为：Q岩240s岩=24010.49=2518 m3/min式中240换算系数；S岩断面积，m2。3.掘进工作面温度和炸药量验算（见下表）炸药量/kg5520温度/6以下162223261616-222326需要风量/( m3/min)405060506080温度为25、炸药量在5kg以下时风量为60 m3/min。4.有害气体浓度验。回风流中的瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1.即：Q= Q掘/Q掘1式中Q掘进工作面需要风量，m3/min，则Q掘Q掘/1=0.
28、09/0.01=9 m3/min掘进工作面需要风量150 m3/min满足以上4个条件，所以选用JBT52型（11kg）风机。四、局部通风机安装地点安装局部通风机的地点设在-150m水平北支巷，此处全风压风量大雨局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸口入至掘进工作面回风道口之间的最低风速。附图9：通风系统图第二节压风风原来自-150m水平空压机房，选用4L20/8型和L210/8N空压机各1台。自空压机房经-150m水平大巷分别用4寸铁管和1寸胶管送到工作面。机房风压为6MPa，工作面风压不小于4MPa。压风系统：-150m水平空压机房-150m北大支巷轨道下山和输送带下山工作面。压风系统图
29、（略）。第三节综合防尘防尘水源：-150m泵房饮用水管路。自-150m中央泵房-150m水萍大巷轨道（输送带）下山分别用4寸铁管和1寸胶管送到工作面。每100m安设一个三通，工作面外设4道喷雾。在距工作面615m内安设防爆喷雾，在装岩机上安设一道喷雾，实现装岩喷雾，距工作面50m内设一道全封闭敞开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭敞开水幕。防尘系统：巷道水幕-150m泵房饮用水管路-150m水平大巷轨道（输送带）下山装岩洒水附图11：防尘系统示意图（略）第四节防灭火该工程均采用风钻湿式打眼，锚喷支护，爆破喷雾降尘。该工程相邻煤层自燃发火倾向和火区，防火的重点是电缆，机械摩
30、擦和人为火灾。上车场和各中部车场均备有砂子，可直接灭火。防火水源来自-150m泵房应用水管路-150m水平大巷轨道（输送带）下山，经4寸管路和1寸管路接到工作面。防火系统：轨道下山工作面-150m泵房应用水管路-150m水平大巷输送带下山工作面第五节安全监控一、便便携式甲烷报警仪的配备和使用矿各科室管理人员、区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近加20m范围内检查甲烷气体
31、浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。二、甲烷传感器的配备和使用输送带下山和轨道下山两个掘进工作面采用北京仙岛新技术公司的KGJ10型甲烷传感器，通过-150m泵房监控分站与矿KJ66安全监控系统相连。由于本矿为低瓦斯矿井，按规定只设置掘进工作面的甲烷传感器，不再设置 掘进工作面回风流中的甲烷传感器。甲烷传感器据工作面不得低于5m，并且应有放炮崩措施，具体布置在航道上方，垂直悬挂，据顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。按照煤矿安全规程规定，报警浓度设为大于或等于1CH4断电浓度设为大于或等于1.5CH4，复电浓度
32、设为小于1CH4，断电范围为输送带下山及轨道下山掘进巷道内全部非本质安全兴电器设备。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7d必须使用校准气样和空气样调校1次，每7d必须对甲烷超限断电功能进行测试。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。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对两种设备调校完毕。附图12：安全监测仪表示意图（略）第六节供电该工作面掘进施工
33、中，电源来自-150m水平变电所，供电方式为集中供电。附图13：供电系统图（略）第七节排水系统排水系统：轨道下山和输送带下山工作面集水临时水仓-150m大巷水沟-150m水仓50m水仓地面。附图14：排水系统示意图（略）。第八节运输系统运矸和运料系统：空车由立井井底车场-150m大巷轨道下山和运输雪山上部车场工作面。工作面上部车场-150m大巷井底车场立井地面。附图15：运输系统示意图（略）第九节通讯系统工作面均按有电话，能够直接与调度室、下山上部车场、立井底、-150m中央变电所、空压机房、-150m泵房、井上地面变电所、地面通风机房和有关科室直接联系。第六章劳动组织与主要技术经济指标采用“
34、三八”制循环作业。循环进度：轨道下山、输送带下山和输送带平巷为2.0m/d；车常委1.8m/d。日进一个循环。劳动组织标见表4工种人出勤人员/人备注早班中班夜班打眼工43爆破工11装岩司机11绞车司机11把勾工111推车工11搅拌工2上料工2喷浆工2电钳工111开泵工111班长111合计101112第二节循环作业1.合理安排各道工序，进行平行交叉作业。2.打乱正规循环的补救措施提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利
35、完成循环。第三节主要技术经济指标主要技术经济指标见表5.表5技术经济指标表序号项目单位指标备注下山车场1每循环出勤人数人34342循环进尺m2.01.63效率（人均进尺）0.0950.0474月循环次数个27275月进尺m5443.26循环率90907炸药消耗量Kg/m8.313.888雷管消耗量个/m21.536.89坑木消耗量m3/m0.030.0310锚杆消耗量根/m7611水泥消耗量t/m0.420.512砂消耗量t/m0.841.013石子消耗量t/m0.841.014速凝剂Kg/m1720第七章安全技术措第一节一通三防一、通风管理1.风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒不准漏
36、风，据工作面距离不得超过5m，以保证工作面有足够风量。2.加强通风管理，局部通风机必须有专职人员看管，要保持通风机常开不停。任何人不得擅自停机；若若需要停机时，必须经过通风人员同意后进行。3.局部通风机要装有风电、瓦斯连锁装置，停风湿能自动切断供风巷道内的一切电源。并要与采煤工作面分开供电。由于停电或者其他原因造成局部通风机不能正常运转时，要停止作业，切断电源，撤出人员。在恢复通风前必须检查瓦斯，当局不通风机及开关附近10m风流中的瓦斯浓度不超过0.5时，方可继续施工。5.巷道贯通谦须遵守下例规定（1）.掘进贯通前20m，必须停止一个工作面作业，并且通风部门要做好贯通后的调整通风系统的准备工作
37、。（2）.贯通前20m，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，并且经常检查该工作面的通风状况，发现瓦斯超限时要立即处理。在掘进工作面每次放炮前，瓦斯员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度，只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都不超过1时，方可放炮。否则，必须停止掘进，进行处理。（3）.每次放炮前必须派专人在能够通往两个工作面的所有通道距工作面75m以外站岗警戒。6.各车场揭露煤层时，要遵守下例规定（1）要遍探煤边掘进。即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7m，每探7m向前掘进9m，边探边掘，以防突然见煤有大量瓦斯涌出。（2）每次打探孔时，瓦斯员必须在现场观察，见煤后
38、瓦斯员要检查谈孔内的瓦斯浓度，发现有瓦斯大量涌出或其他异常情况时，必须停止作业、切断电源、撤出人员进行处理。二、防尘管理1.采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩带防尘口罩。2.装炮是必须使用水泡泥，每眼使用1-2节。3.装岩必须对爆落的岩石进行洒水降尘。装岩时，必须打开装岩机漏斗上方的喷雾，进行降尘。4.经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。5.据工作面50m范围内安设一道水幕，在放炮时必须打开，等放完炮、炮眼吹净后方可关闭。6.回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。7.防尘工作要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理。三、防火管理1.电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉
39、进行灭火，严禁使用水管灭火。2.因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近是用砂石或水灌用水灭火。3.要控制风流，防止火势蔓延。第二节顶板管理1.掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。2.要认真坚持“敲帮问顶”制度，及时用长柄工具找掉危岩，特别是打眼前、放炮后。3.找顶工作必须遵守下例规定（1）找顶工作应由2名以上有经验的老工人担任，1人找顶、1人观察顶板。找顶人员要站在安全地点，观察人员要站在赵定人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路。找顶前要看好退路。（2）找顶要从支护完整处由外向里先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁人员进入。（3）找顶工作人员应戴手套，
40、用长柄工具。注意防止矸石顺杆而下伤人。（4）顶帮遇有大块矸石或较大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全再由外向里慢慢找下，不得强刨强挖。4.每次放完炮后，工作没工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工、瓦斯员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在前探支护下进行敲帮问顶工作。5.爆破后，要及时使用前探支护，并用木楔加紧，然后用板梁、椽杆和木楔着顶，前探支护距离不大于2m。6.在顶板破碎时，要适当缩小锚杆眼距，或者及时喷射不少于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆注锚杆。7.当巷道开口不能正常使用前探支护时，要用3-4根直径不小于200mm
41、的优质圆木作为点柱进行临时支护。点柱要均匀布置在空顶区内，支柱上端要带一长度不小于1.2m的木帽，并用楔子加紧；柱根要坐在实地上，并有不少于20mm深的柱窝，在临时支护下进行打注锚杆工作。掘进长度超过4m时，及时采用前探支架作为临时支护。8.打锚杆眼注锚杆必须在前探支护下进行，不得空顶作业。9.每次使用前探支架前，必须检查各部件是否完好，有问题时要及时更换。10.注锚杆要使用风锚机。树脂药卷固化前，不得使杆体移位或晃动，安注15min后方可预紧锚杆。锚杆必须使用矿用气扳机拧紧，确保锚杆的锚固力达到50KN,达不到50KN的锚杆要重新补打并且作好记录。11.安注的锚杆托板要与岩帮接触严密，严禁在
42、托板后面充填木片、喳石等杂物。锚杆的外露长度不得大于50mm。12.顶板锚杆在做拉力实验时，必须在被锚杆周围打设2-3根点柱，顶牢顶板，方可作拉力试验，做完实验紧好螺母后，方可回掉点柱。13.各交岔点在施工时，由于断面较大，采采用先掘进直巷，超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。扩帮条挑时，必须将崩坏裸露的锚杆重新补打，并且要使用2.5m长的锚杆，每根锚杆使用3根k2335型锚固剂。14.各中部车长石门在穿过煤层是，要遵守下规定（1）要边探煤边掘进。即石门开口后，先垂直与顶板大探煤孔，探孔深度为7m每探7m向前掘进9m，边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板有2.5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2.5m时，改原支护为架工字钢棚