河南大有能源孟津煤矿12011轨道顺槽作业规程(翻新版).doc

大有能源孟津煤矿12011轨道顺槽掘进作业规程编号： YMGCJJMJK201322施 工 单 位： 掘二队 措施编制人员： 措施编制时间： 措施批准时间： 措施执行时间： 会审单位及人员签字施 工 单 位：编 制 人 员：队 长：生产技术部：通 风 科：机 电 科：安 检 科：地 测 部：防 突 部:调 度 室:开拓副总经理:生产副总经理:安全副总经理:总 工 程 师:大有能源孟津矿（公司）措施审批卡会审意见总工程师审批意见年 月 日目录第一章 概况 第一节 概 述.（1） 第二节 编写依据.（1）第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况.（1） 第二节 岩（煤）层赋存特征.（2） 第三节 地质构造.（4） 第四节 水文地质.（4）第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置.（5） 第二节 矿压观测.（6） 第三节 支护设计.（6） 第四节 支护工艺.（7） 第五节 抢险物资.（7）第四章 施工工艺 第一节 施工方法.（8） 第二节 凿岩方式.（8） 第三节 爆破作业.（10） 第四节 装载与运输.（10） 第五节 管线及轨道敷设.（11） 第六节 设备及工具配备.（11）第五章 生产系统 第一节 通风系统.（12） 第二节 瓦斯防治.（13） 第三节 综合防尘.（14） 第四节 防灭火.（15） 第五节 供 电.（15） 第六节 排 水.（17） 第七节 运 输.（17）第6章 六大系统 第一节 压风自救.（17） 第二节 监测监控.（18） 第三节 人员定位.（19） 第四节 供水施救.（20） 第五节 紧急避险.（20） 第六节 通信联络.（20）第七章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织.（21） 第二节 作业循环.（21） 第三节 主要技术经济指标.（23）第八章 安全技术措施 第一节 施工准备.（24） 第二节 一通三防.（24） 第三节 顶板管理.（30） 第四节 爆 破.（34） 第五节 防治水.（38） 第六节 机电管理.（39） 第七节 运输管理.（41） 第八节 防突管理.（47） 第九节 井下起吊设备重物措施.（48） 第十节 工程质量验收.（49） 第十一节工作面质量及文明生产检查项目及标准.（50） 第十二节 提高煤质措施.（51） 第十三节 工作面交接班制度.（51） 第十四节 松帮卸压施工安全技术措施.（51） 第十五节 注水安全技术措施.（54） 第十六节 侧装机操作安全技术措施.（57） 第十七节 其 他.（59）第9章 灾害应急措施及避灾路线 第一节 灾害应急措施.（60） 第二节 避灾路线.（62）第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本12011工作面轨道顺槽掘进作业规程掘进的巷道为煤巷巷道。二、掘进目的及用途1、满足12011工作面回风需要；2、满足12011工作面材料运输、行人、管线敷设需要； 3、是12011工作面安全出口之一；三、巷道设计长度和服务年限设计长度：1008m，服务年限1年。四、预计开竣工时间1、巷道开工时间：2012年12月（之前掘进503m）；2、巷道竣工时间：2013年6月第2节 编写依据编写依据义马煤业集团股份有限公司孟津煤矿初步设计说明书，煤矿安全规程、煤矿操作规程、煤矿作业规程编制指南、义马煤业集团有限公司采掘作业规程管理办法（试行）、工程质量验收制度、12011工作面掘进地质说明书、煤矿防治水规定及集团公司、矿等各项相关规定执行。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近区域采掘情况地面相对位置及邻近区域采掘情况：水平一水平二采区工程名称12011轨道顺槽地面标高/m+412+438井下标高/m-255-320地面相对位置建筑物及其它该工作面对应地表为丘陵地带，沟壑纵横，有长岭和张庄村。井下相对位置掘进巷道影响12011工作面是矿井第二个采面，南侧为广场保安煤柱，东侧和北侧为采区煤柱，西侧为未开采12021工作面。附近采掘情况对掘进巷道的影响 巷道西10m处,底下10m左右为12011轨道顺槽底板抽放巷,经水力冲孔以后对巷道顶板有一定的影响。第二节 煤岩层赋存特征 二1煤顶板岩性：自下而上为3.75m厚的大占砂岩（灰浅灰色厚层中粒砂岩,成份以石英为主,长石、岩屑次之,含黄铁矿结核,泥质包体和煤屑层面富集云母片,具斜层理,底部常相变为砂质泥岩），1.5m厚的大占砂岩（大占砂岩:灰浅灰色中粒砂岩,局部相变为深灰色砂质泥岩,夹极不稳定的二2煤）、3.5m厚的大占砂岩（灰浅灰色细中粒砂岩,成份以石英为主,长石次之,层面富含云母片,具斜层理,硅质胶结），及3.2m厚的深灰色中厚层状粉砂岩（含黄铁矿结核,具水平波状层理,局部可见豆状菱铁质结核）。二1煤底板岩性：自上而下为：3.66m厚的深灰色泥岩（顶部富含植物根部化石），2.09m厚的灰深灰色细砂岩或粉砂岩（夹灰黑色泥质条带,黄铁矿结核顺层分布,具波状层理,本层砂岩全井田发育,为井田内重要标志之一），1.97m厚的深灰色砂质泥岩、泥岩（中夹极不稳定的一8煤）及5.03m厚的灰黑色泥岩（致密、坚硬.夹23层硅质泥岩,顶部含薄煤一层（一8煤）,不稳定,不可采）。二1煤层情况：根据勘探钻孔资料和已揭露地质资料，该工作面煤层厚度3.5-8.92m，平均为2.04m ,受褶皱控制煤层产状及厚度变化较大，平均倾角3。煤层呈粉末状，少量块状，结构简单，局部含夹矸一层。煤层属半亮型煤，富含FeS2结核。煤尘爆炸指数为55%。该煤层煤质松软，煤芯中含有大量黄铁矿结核，属中高硫、特低磷、低中灰、高发热量、粉状贫煤。二1煤原煤灰分9.91-38.72%，平均20.74%；原煤全硫含量0.28%-2.85%，平均1.59%；原煤磷含量0.02%；原煤干燥基高位发热量27.33MJ/Kg;水分Mt7.2%，二1煤视密度1.44/m,真密度1.48m。二1煤层瓦斯含量较高，含量为4.02-12.19m/t，平均7.22 m/t。该采区有煤与瓦斯突出危险。煤尘具有爆炸危险性。煤层为不易自燃煤层。根据地质资料较少钻孔间距大，煤层具有双突的危险性，掘进过程中，必须采取综合防突措施，严格按照“四位一体”防突措施要求进行管理。施工过程中要加强地质观测和探煤厚工作。由于煤层埋藏较深，顶板压力大，煤岩层具有冲击趋向，须加强支护并选择合理的支护形式，防片防冒。附图1：12011工作面煤岩层综合柱状图第三节 地质构造该工作面构造简单，褶皱不发育，根据地面三维地震勘探资料，工作面南西部发育DF22断层，落差03m，近走向方向延伸约80m。在12011胶带底抽巷测点3F7北96m处揭露一正断层，走向：268，倾向：178，倾角：60-65，H：1.3-1.8m。在切巷测点F21-1东12.7m处揭露一正断层，走向：87-97，倾向：177-178，倾角：60，H:05-0.7m。走向方向向工作面内有延伸。预计对回采有一定影响，岩层顶底板相对比较稳定，岩层要素变化不大，倾角310，平均为6。在掘进中煤层厚度变化大，局部顶底板起伏较大，预计工作面内部存在碴包条带，工作面顺槽局部预计揭露碴包，对工作面回采影响较大。预计工作面内有隐伏地质构造，具体位置有待于进一步揭露。第四节 水文地质一、水文情况12011工作面轨道顺槽沿 二1煤层掘进，下距奥灰含水层顶界面平均58m。奥灰水位+230m左右，巷道底板承受的奥灰水压为5.0Mpa。二、主要构造的水文地质特征该工作面水文地质条件中等，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水及底板太原组薄层灰岩水。二1煤层赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩37.8069.45m，平均79.74m。下距L7石灰岩6.7012.3m，平均10.5m，下距奥陶系灰岩平均58m。充水来源主要是煤层顶底板直接充水含水层的地下水。二1煤层顶板砂岩及太原组薄层灰岩均为弱富水性充水含水层，水量有限，易于疏排。煤层开采以后，导水裂隙带通达下石盒子组含水层，增加了间接充水含水层的矿井水补给来源。主要出水来源为顶板砂岩水。奥陶系灰岩埋藏深，水压大，为弱中等富水性的含水层，正常情况下对开采二1煤层没有影响，但由于岩溶裂隙发育不均，局部地段仍有强富水地段的可能，特别是由于构造破坏造成煤层底板隔水层减薄的情况下，增大了奥灰水突水的可能性。在其厚度变薄区或奥灰水严重向上导升区段，奥灰水能够突破该隔水层而对太原组灰岩含水层进行补给或直接向矿井充水，造成突水事故发生。根据地面瞬变电磁勘探资料，12011轨道顺槽在联络巷开口以北320m420m外部存在有L7灰岩富水异常区。过DF22断层，应设专人观察巷道水情，及时为做好井下物探及探水工作创造条件，以确保工作面的安全掘进。在12011工作面底板巷对12011工作面煤层底板进行瞬变电磁勘探，共圈出低阻异常区域5个： 1#低阻异常区，位于轨道顺槽底抽巷联络巷口向里150200m范围，属高度低阻异常；2#低阻异常区，位于轨道顺槽底抽巷联络巷口向里260290m范围，属高度低阻异常；3#低阻异常区，位于轨道顺槽底抽巷联络巷口向里360400m范围，属高度低阻异常；4#低阻异常区，位于轨道顺槽底抽巷联络巷口向里450540m范围，属高度低阻异常；5#低阻异常区，位于胶带顺槽底抽巷联络巷口向里490510m范围，属高度低阻异常。根据勘探12011工作面轨道及胶带顺槽底抽巷视电阻率剖面图显示，瞬变电磁勘探5个低阻异常区皆位于12011工作面底抽巷底板下50m以深范围，分析皆由奥灰岩溶裂隙发育，充含水而呈现低阻。水文地质条件相对简单，预计在开拓过程中涌水量不大，有断层揭露的地方可能有淋水现象。矿井工作面最小涌水量为60110m3/h，最大用水量230m3/h。三、掘进巷道安全隔水层厚度计算本掘进巷道底板下距奥陶系灰岩平均58m,查阅采矿设计手册， 与奥灰水距离大于等于50米安全距离的可不进行此计算。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 巷道布置在二1煤煤层中，沿煤层顶板掘进。巷道掘进按方位角N327施工，再按地质测量给定的中腰线施工。总工程量：1008m(已掘503m)。附图2：12011工作面采掘工程设计图。第二节 矿压观测根据矿、集团公司以及相关文件的要求，该施工巷道需要进行顶板离层监测、顶底和两帮移近量监测、锚杆和锚索载荷监测，观测内容、目的及手段，由于本矿关于观测矿压方面设备不全，目前只具备简单的监测手段，具体的另见表。后期会完善矿压观测方面设备。序号观测内容观测目的测试手段1巷道表面位移监测巷道相对变形量，从而判定稳定性测杆、测枪2顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施。离层指示仪3锚杆受力检测锚杆强度是否合适，以调整密度。锚杆液压枕4螺母拧紧力矩检查锚杆安装质量力矩扳手顶板离层监测每隔100500m设置1处，巷道表面位移监测设置35处，锚杆、锚索承载监测设置12处，螺母拧紧力矩每班必须抽查，所需仪器数量见表。目前只具备锚杆拉力计及扭矩扳手。序号名称及规格数量备注1测杆（或测枪）2离层指示仪3敏感型锚杆液压枕4锚杆拉力计（20t）1台5扭力扳手1把为准确掌握巷道围岩的变形规律，在掘进开始时应及时进行巷道围岩表面位移观测,具体由生产技术部执行。第三节 支护设计一、巷道断面12011轨道顺槽采用锚网索+36U可伸缩支架支护，局部压力较大的巷道加打木点杆加强支护。断面为5600型36U可伸缩支架U型棚，毛断面20.79m2，净断面18m2,（柱窝埋深200mm后）。巷道内电缆、风筒、抽放管、风水管、皮带、铺道、水槽、锚杆、锚索等设计详见附图。附图3：12011工作面轨道顺槽断面设计布置图二、设计方法根据目前的情况，结合已施工11011工作面两条顺槽支护巷道的经验数据，采用工程类比法确定该巷道12011轨道顺槽支护设计。1、类比工程的选择与比较11011轨道顺槽、11011胶带顺槽,均采用锚网索+36U可伸缩支架支护，于2012年施工完毕，目前巷道使用过程中，整体状况良好，能够满足通风、安全及生产需要。参数对12011轨道顺槽掘进工作面的支护设计有重要参考价值。故12011轨道顺槽采用锚网索+36U可伸缩支架支护。2、12011轨道顺槽掘进工作面支护方案确定根据11011轨道顺槽、11011胶带顺槽均采用锚网索+36U可伸缩支架支护成功经验，在现有支护强度设计下，满足巷道支护的需要。为此，12011轨道顺槽可采用锚网索+36U可伸缩支架进行支护。第四节 支护工艺一、临时支护:12011轨道顺槽临时支护，采用前探梁以及在巷道顶部打设锚杆、锚索进行临时支护；前探梁紧跟工作面，每次掘进后，必须及时移前探梁和检查卡具是否松动，卡子卡牢后，方能继续下一循环工作。锚杆采用22mm2200mm等强螺纹钢锚杆，每排3根，间排距1000mm600mm，每根配2卷K2335树脂药卷，网片采用金属菱形网，规格：长宽=28001800mm, 搭接长度100mm，必须用铁丝连网。顶板锚索使用15.24mm8000mm低松弛钢绞线特制锚索，托盘采用350mm长短截12#矿用工字钢，每根使用5卷树脂锚固剂，锚索间排距 1500mm1800mm，每排2根，垂直顶板打设；必要时，改变支护工艺和方式，严禁片帮冒顶。二、永久支护：1、采用锚网索+36u可伸缩支架主被动联合支护作为永久支护，必要时加打木点杆进行加强支护，采用5600型36U可伸缩支架，支架间距 600mm，棚腿连接板高度距巷道底板1000mm；支架内侧采用煤袋、荆笆、高分子护帮网、背木棍支撑。如片落较大空顶超过500mm则采用半圆木绞架处理。必要时巷道中紧挨皮带侧打一排木点杆加强支护，木点杆规格20mm4000mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、12011轨道顺槽巷道施工方法1、必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施执行。首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报，采取防突措施，经效果检验，各项指标不超，采取安全防护措施后，再进行正常施工。2、12011工作面轨道顺槽在施工过程中，沿煤层顶板掘进。最大空顶距为0.8m。巷道施工前和掘进过程中，地测部要及时给定巷道中、腰线并负责中腰线的校核工作。3、如遇顶板悬空必须采取缩小空顶距，及时按设计加打打设锚杆、锚索进行支护，必须紧跟窝面，架棚不得滞后正头800mm。如果顶板破碎、不稳定正头必须及时打设木点杆进行临时支护。4、架棚后及时充填肩窝及巷道顶部、两帮等有空间地方，肩窝及两帮充填必须严实，顶部要用梁或者半圆木接顶，架设一棚必须充填一棚，不得大于最小空顶距600mm的棚距。顶板与梁空顶超过500mm必须进行绞架处理，且绞架接顶。5、过构造带在现有支护条件下，把原架棚支护改成密集棚支护另打设木点杆加强支护（隔一棚打设一根木点杆），构造带前后5m也必须加强支护，打设木点杆加强支护，前5m缩小循环进尺，每班循环进度条件允许架设2棚，否则必须一棚一棚进行。锚索间排距1500mm1800mm变更为1200mm600mm，每排3根。5m后条件变好后可恢复原循环进尺及支护形式。6、掘前必定先进行超前预测及打设局部措施孔，措施孔长度 16 米，准掘进 6 米。若符合规定则向前掘进， 若不符合规定就进行抽放直至符合规定再进行掘进。第二节 凿岩方式12011工作面轨道顺槽设计根据实际地质情况，沿二1煤层顶板掘进，为全煤巷，局部可能为岩及半煤岩巷。采用全断面一次掘进，一次装药，一次放炮，采用钻爆法破煤，人工手稿修边。放炮时，对巷道内的电缆、风筒及风水管路等用坑木、废皮带、荆笆或网片等进行掩护，掩护不好的要移出工作面，严防事故发生。 一、钻眼机具、炮眼布置及爆破器材1、钻眼机具：选用ZQS60/2.5风煤钻，42mm麻花钻杆。2、爆破器材：煤矿许用三级含水乳化炸药，1-5段毫秒延期电雷管，FD200Z发爆器一台。3、炮眼布置全煤巷道掘进时，根据孟津煤矿煤层地质条件，掏槽眼眼深设计为2m，辅助眼眼深1.8m。半煤岩巷施工时，依据防突部门校检结果另编制专项安全技术补充措施。附图4：炮眼布置图和爆破参数表 二、施工要求必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施执行。首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报，采取防突措施，经效果检验，各项指标不超，采取安全防护措施后，再进行正常施工。 1、施工过程中，在巷道压力增大，出现网兜等压力显现时，根据现场实际情况，对压力显现位置布置松帮卸压钻孔。 2、掘进遇半煤岩巷道需要放炮时，只打岩层部分，放炮时严格控制装药量，以防片帮，冒顶事故。 3、掘进放炮时，迎头棚必须安装联锁棚装置使之联锁为一个整体。 4、若遇煤层顶板破碎易片冒时，采用撞楔法对顶、帮进行控制，木扦板采用宽100mm,长1-1.5m,厚35mm、一头带尖的木杄板，沿巷道方向以150-200仰角撞入，间距100mm-300mm。若遇顶板破碎有岩石木杄板打不进时，可采用长度不小于1.5m一头带尖的钎杆(可用废钻杆加工或管缝锚杆)，钎杆由窝面退后一棚向前上方打入，间距100-200mm，打入深度1m，当钎杆距窝面达到2m时可回收利用，以此类推，施工时必须及时背帮、背顶，严禁空帮、空顶。如果施工位置过高，施工时可采用3寸钢管搭接一个操作台（规格视现场情况而定），操作台要牢固可靠。 三、采用手镐修边应注意以下事项 1、在进行修边前，必须在完好支架的保护下，用长柄工具敲帮问顶，清除悬矸危岩和松动的煤帮，并找好退路。 2、随时观察工作面状态，发现顶板煤壁、瓦斯等出现异常现象时，必须立即发出信号撤离人员。严禁工作面无支护下进行修边。 3、剥落下的大煤块，应及时砸碎，以免碰倒支架或伤人。第三节 爆破作业一、掏槽方式为楔形掏槽法（1）炸药、雷管：使用矿用三级安全许用炸药、1-5段毫秒延期电雷管。（2）装药结构：正向装药附图5：正向装药结构示意图（3）起爆方式：起爆器型号FD200Z发爆器一台，全断面一次起爆，联线方式串联联线。第四节 装载与运输一、装载巷道掘进施工中使用ZCY-40型侧卸式装岩机进行装载，机身前后方均设有照明灯。二、运输使用刮板运输机及皮带输送机通过12011工作面联络巷运至12011胶带顺槽皮带，然后经12011胶带顺槽皮带至井底煤仓然后运至地面；三、运料运料根据实际情况采用1t矿车、花车、平板车运输，平巷人力推车，上下坡采用绞车运输，物料从副井底经西翼第一车场运至12011轨道顺槽。第五节 管线及轨道敷设一、管线布置在掘进施工中所敷设的电缆、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20胶管，20m外使用2寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒出风口距迎头不得大于5m，确保迎头有足够的风量。风水管必须每50m设一组三通阀门。二、轨道及水沟铺设在巷道西侧铺设轨道，轨道中心线距巷道中心线1200mm，轨道型号采用30#道轨。轨距600mm，枕木、枕轨间距750mm，轨道铺设必须符合质量标准化要求以及规程要求，水沟使用PVC半圆管水槽，布置在巷道左侧，详见巷道断面布置图。第五节 设备及工具配备序号 名 称型 号单位数量备 注1侧卸式装岩机ZCY-40台1顺槽2刮板输送机40TX部1顺槽3皮带输送机800部1顺槽4刮板输送机40T部2联络巷5照明综保ZBZ-4.0台1皮带综保6绞车JD-1.6台1顺槽7绞车JD-1.0台1顺槽8绞车JD-2.5台2顺槽9开关QJZ-120A台1刮板输送机10开关QBZ-200A台1刮板输送机11开关QBZ-80N台3侧装机、1.6绞车、1.0绞车12开关QBZ-200N台140TX刮板输送机13开关QJR-400台1皮带开关14开关QBZ-120N台22.5绞车第五章 生产系统第一节 通风系统一、掘进工作面风量计算(一)工作面实际需风量Q1、按工作面人数计算:Q4N444=176m3min N-工作面最多人数，取44人2、按同时爆破最多药量计算 Q=5Ab/T=536.2100/30=603m3minA-掘进工作面一次起爆最大炸药量b1kg炸药产生的CO当量，煤巷取100L/kg；T爆破后通风时间，取30min3、按瓦斯涌出量计算: Q=125QgKg=1251.52=375m3/minQg掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量取1.5 m3/min Kg掘进工作面（炮掘）瓦斯涌出不均匀和备用风量系数k=1.82.0，取2.0。4、 按局部通风机的实际吸风量计算： Q=Q局I =9701=970m/minQ局掘进工作面局部通风机实际吸风量。I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。根据风量计算结果，按百米漏风率按2计算 P=1-L/100P100=1-1008/1002=0.7984 Q扇QP9700.7984774m3/min。 式中：P100百米风筒漏风率，取2L掘进巷道通风长度，按设计1008m计算。综合以上，取最大值为970m3/min。5、 按风速进行验算：按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤岩巷、岩巷掘进工作面风速应满足以下要求：即Vmin=0.25m/s Vmax=4m/s0.25m/sV4m/s则：970/ S掘/ 60=0.90式中S掘掘进工作面巷道过风断面积，18m2。故风速符合煤矿安全规程规定要求二、风机选型以及风筒选型根据以上计算局部通风机供风量应大于603m3/min，应选FBD8.0 (255kw)风机供风，其吸风量为970m/min。其中一台接至专用电源上，另一台接至另一回路的专用电源上，两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台，实现风电、瓦斯电闭锁，保证工作面正常通风。FBD8.0 (255kw)风机，风筒直径为1000mm。三、局部通风机安装地点和通风系统1、风机安装于西一车场防突风门外新鲜风流中，风机固定在专用支架上，离底板不小于300mm。局扇必须安装风电闭锁装置，风筒最前端距工作面最大距离不大于5m。破损的风筒及时粘补，确保工作面有足够的新鲜风流供给和有害气体及时排出。掘进过程中如通风系统调整、变化时，及时调整局部通风机安设位置并编写补充安全技术措施。2、通风方式：压入式通风。风筒出风口距迎头不超过5m；风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头，采用双反向压边接口。3、通风系统：(1)新鲜风流：地面主（副）井局部通风机西翼第一中部车场12011轨道顺槽工作面。 (2)乏 风：工作面12011工作面轨道顺槽西翼回风大巷风井地面。附图6：通风系统示意图第二节 瓦斯防治一、12011轨道顺槽为煤巷掘进,本矿为煤与瓦斯突出矿井,瓦斯较大,根据义马煤业集团孟津煤矿有限责任公司防治煤与瓦斯突出总体设计二1煤瓦斯含量在7.9716.37m/t，平均12 m/t。施工过程中必须进行瓦斯抽放工作,抽放管路有矿探放水队进行吊挂。二、地面瓦斯抽放泵站布置在中央风井广场附近，距离井口和主要建筑物50m外，泵站内安装3台瓦斯抽放泵，两台正常运转，一台备用。井下东西翼各配备两台瓦斯抽放泵，一台正常工作，一台备用。管路铺设从风井至井下东西瓦斯抽放泵站。三、瓦斯抽放泵规格型号1、地面：1#、2#瓦斯抽放泵型号2BEC-67，抽气量350m/min，转速283r/min，功率450KW。3#瓦斯抽放泵型号2BEK720-2BG3，抽气量500m/min，转速270r/min，功率550KW。2、井下：西翼瓦斯抽放泵站使用两台2BEC-42，抽气量120m/min，转速390r/min，功率160KW。四、消突措施采用底板抽放巷打设穿层钻孔进行瓦斯抽放及配合本煤层钻孔抽放。第三节 综合防尘一、采用煤层注水、湿式打眼、水泡泥装炮、装煤前洒水、爆破时使用防尘喷雾、爆破后洒水冲尘等综合防尘措施。二、防尘水源主要来自地面生产用水，供水管路由地面风井轨道大巷12011轨道顺槽工作面。大巷内水管管路规格为159mm、引入工作面使用水管管路规格为89mm，满足生产需要。三、12011工作面轨道顺槽内设防尘管路、净化水幕、降尘喷雾等防尘降尘设施。防尘管路紧跟窝面随工作面进度同步前移，吊挂在巷道左帮；每50m安装一组三通阀门，净化水幕安设三道，一道距工作面正头不超过50m、一道距工作面正头不超过100m，一道距回风口不超过50m；降尘喷雾安设在各转载点处，在打钻、放炮期间必须正常开启。四、隔爆水棚的规格及位置：隔爆水棚安设前后20 m巷道内的断面一致；距掘进头为60200 m；随着工作面掘进前移。1、隔爆水棚型号、数量和挂钩数量根据其断面设计其巷道内每组隔爆水棚的水量不低于200L/m2，12011轨道顺槽选用30L的隔爆水袋，不少于120个水袋。2、棚区长度、水袋排间距。根据辅助隔爆水棚设置的棚区的长度不小于20m的规定要求，我们将棚区长度设计为20m，排间距设置为1.5m，每排吊挂个水袋，共需吊挂30排。、吊挂材料将索具(24个)套到顶板的锚索上，然后将寸焊管(6米/根，共需8根)纵向分两排，每排各4根，用铁丝固定在索具上，每根管不小于2个吊挂点且焊管距顶板应保持在0.3m且焊管吊挂要平直。焊管固定完毕后，将H形架（500mm4500mm，共10个）以2m的排间距横向均匀放置在焊管上。4、水袋吊挂在H型架上，每排4只水袋要根据巷道宽度均匀布置，间距不小于100mm。第四节 防 灭 火根据本掘进工作面在施工过程中有可能发生火灾的情况以及防火要求，实施符合煤矿安全规程相关条款要求的措施。（1）掘进工作面要按冲扫制度定期冲刷清扫煤尘。（2）电器设备要消灭“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”以及其它失爆现象。电器设备及接线盒要密封好，防止电弧或火花外延。（3）工作面浮煤及易燃的杂物要定期清理并运走。（4）不准带电搬迁或带电检修电气设备。（5）发生火灾时、应视其性质、灾区通风和瓦斯情况，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。（6）空帮、空顶处先由瓦检员检查瓦斯情况，瓦斯不超限时用坑木填严背实或绞架接顶，如发现问题要及时汇报并采取措施处理。（7）机电设备必须有过流和漏电接地保护。（8）防尘管路兼作消防管路，距迎头不超过20m。（9）加强预测预报，发现隐患及时处理。（10）掘进工作面，皮带头及刮板输送机头必须各配备两个(400500500)mm沙箱和两台干粉灭火器。第五节 供 电1、生产用电：12011轨道顺槽设备配置和负荷统计见负荷统计表。生产电源来自西区临时变电，电压为660V,在12011轨道顺槽风门外加设总馈电，实现风电闭锁和瓦斯电闭锁。2、风机用电：风机用电为“三专供电”， 自动倒台，电源引自西区临时变电所，电压660v。负荷统计表负荷名称额定容量电压等级数量绞车40kw660V1台绞车40kw1台绞车11.4kw1台绞车25kw1台皮带输送机2*55kw1台刮板输送机2*40kw1部侧装机30kw1台水泵11kw1台3、 主线电缆选择：式中 PN参加计算的所有用电设备额定功率之和， kW； Kr-需用系数。 Cos参加计算的电力负荷的平均功率因数；根据矿用橡套电缆长时允许载流量查表得120mm2 电缆为280A ，满足要求，进线电缆选MVV-3120+1704、总馈电整定计算、校验：过流：Ise=1.05Ie=1.05224=235.2A 取240A 过流时间采用反时限速断 IsbIst=5110+240=790A 取800A附图7：供电系统示意图第六节 排水系统根据地质说明书的有关资料，水文地质条件相对简单，预计在开拓过程中涌水量不大，有断层揭露的地方可能有淋水现象。工作面回采时最小涌水量为60110m3/h，最大用水量230m3/h。目前，掘进工作面水由PVC水槽倒流至联络巷口的临时泵坑内，再由水泵直接排到西翼第一中部车场水沟内，水沟导流至中央水仓。后期工作面水仓布置在12011工作面两条底板抽放巷最低点之间。穿巷排水管路连接顺槽与底板抽放巷水沟，使顺槽涌水流入底板抽放巷，通过底板抽放巷水沟自流入工作面水仓，实现集中排水。排水系统：工作面-12011轨道顺槽-西翼第一中部车场 -轨道大巷-中央水仓附图8：12011轨道顺槽排水系统示意图第七节 运输系统1、运矸：工作面-12011轨道顺槽-12011工作面联络巷-12011胶带顺槽-西翼胶带大巷-主井-地面2、运料：副井-西翼轨道大巷-西翼第一中部车场-12011轨道顺槽-工作面附图9：12011轨道顺槽运输系统示意图第六章 六大系统第一节 压风自救系统风压来源于地面压风机房，压风机型号SA200A,额定流量33.5m/min,工作压力0.8/0.85Mpa,压风机房内共4台压风机,正常使用 2台,备用2台,压风管路从副井铺设至井底到各个工作面,12011轨道顺槽最小风压0.8Mpa,满足工作面正常生产、压风自救使用风压。安设位置：从车场开始，每50m设置一组压风自救装置。距正头25m-40m处设一组压风自救装置，不少于15人使用，随后每隔50m设一组压风自救装置，在人员警戒位置设一组压风自救装置。压风自救系统具体要求：1、压风自救装置的口具、送气管的材料应符合MT113的规定。2、压风自救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。3、压风自救装置的表面应光滑、无毛刺、表面涂、镀层要均匀。4、压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。5、压风自救装置的压风管道供气压力达到0.3-0.7MPa。压风系统路线：地面压风机房-副井-副井底-西翼第一中部车场-12011轨道顺槽-工作面第二节 监测监控系统一、便携式甲烷报警仪的配备与使用本矿配备的便携式甲烷报警仪为重庆科安电子有限公司生产的JCB4(A)型便携式甲烷报警仪，最高输出电压为4.2V，最高输出电流为3.5A，计量许可证号为：渝制00000381，防爆合格证号为320101053，安全标志编号MFA080023。1、仪器发放范围：全矿队级以上下井干部、各生产区队副职和工程技术人员、班长、流动电钳工、安全员、瓦斯检查员。3、监测队设置瓦斯检查仪器发放室、仪器维修室、保管库房等场所。4、在使用仪器装备前，必须按产品使用说明书的要求和仪器管理规定，调试合格后方可使用。5、监测队负责仪器的配备、收发、充电及维护。6、发放人员每班提前半个小时，对使用的仪器进行一次全面详细的完好检查，对便携式甲烷检测报警仪的“零点”、示值，至少使用1的标气进行检测，检查仪器的电压，不完好或误差超标仪器不得发放。使用人员领取仪器后，要检查其完好情况，不合格仪器要立即更换。7、仪器检修人员对光学瓦斯检查仪每半个月校验一次，每季度校正一次，对便携式瓦斯检测报警仪每7天使用校准气样（0.5、1、2）和空气样进行一次调校，并做好记录。同时做好仪器的日常检修工作，保证仪器准确可靠，误差在规定范围以内，仪器上架完好率要保持100。8、所有仪器每年必须接受省技术质量监督局强制检定一次，保证仪器在强检有效期内。9、相关单位按煤矿安全规程及本办法仪器发放范围的要求提供本单位应配仪器的职工名单及相关工种的变化情况，监测队按名单核发或撤回仪器领用牌，使用人员凭牌领用。10、相关人员下井时必须携带瓦斯检查仪器，当班领用当班交回，正确使用妥善保管，严禁私自调校和拆开仪器。丢失或损坏仪器要照价赔偿，丢失仪器领用牌要立即到仪器收发室挂失，并交工本费由监测队补办仪器领用牌。11、标校仪器采用符合国家规定的各类瓦斯标准气样。12、备用装置的数量不小于20，并应配备零配件、材料和维修校正用的仪表。13、仪器的报废按矿井通风安全监测装置使用管理规定的有关细则执行。14、当班的班长，队干、电工、放炮员必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。并把常开的报警仪悬挂在距工作面5m范围内风筒异侧，其他人员按煤矿安全规程第249条要求进行配备。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用1、安全监测设备：KJ5N型监测系统布置在地面监控中心机房。2、井下探头位置：(T1)距掘进正头不超过5m，(T2)距回风联络巷口10-15m，巷道长度超过500m时在巷道中部增加一部探头。悬吊位置于风筒异侧，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。3、报警断电点：(T1)报警点为0.8%、断电点为0.8%，复电点0.8%(T2) 报警点为0.8%、断电点为0.8%复电点0.8%。4、断电范围：均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。日常维护有矿监测队负责。附图10：瓦斯监控系统示意图第三节 人员定位系统1、本矿所使用的人员定位系统为KJ222(A)井下人员定位管理系统。系统集成了矿井目标定位、跟踪，报警求助、预警救援、考勤统计等基本功能，并扩展了安全监测管理，区域禁入管理，丢失报警，紧急事件处理，车辆设备管理，系统运行管理，历史数据的记录与查询，统计分析，网络化与信息共享等功能。2、井下人员定位系统识别卡采用无线射频；3、识别卡的电池使用寿命要在3年以上，掉电保持期10年以上；4、识别距离在0100米；5、识别速度为100个/秒；6、识别标签同时读取200个；7、标识卡、读卡器、分站、光端机、电源、通讯接口、电源箱等一切井下相关设备均要求为本质安全型设备；8、电源箱采用智能充放电管理，完全满足连续满负荷运行8小时以上，确保连续使用三年；9、识别卡固定在矿灯上；10、识别卡应具有安全呼叫（紧急求救，安全撤离）功能，电量显示功能。11、所有入井人员必须携带定位仪，并保证定位仪表面干净，以免信号失灵。12、定位仪不得人为损坏，刻意遮挡信号。13、入井人员严禁让别人捎卡，做到一人一卡，人在哪里，卡就在哪里。14、定位仪没电要及时充电，以免显示不出个人信息。第四节 供水施救系统1、供水装置的水管、三通及阀门、仪表等设备的耐压材料不小于工作压力的1.5倍。2、供水装置应具有减压、过滤、三通阀门等功能。3、供水水源应需要至少2处以确保在灾变情况下正常供水。4、供水施救装置应保证24小时有水。5、供水装置随压风系统一致，距正头25m-40m处设一组，随后每隔50m设一组。6、另一供水施救装置布置在移动救生舱内。第五节 紧急避险系统1、12011轨道顺槽移动救生舱位于12011轨道顺槽500米处，总长为13m。2、本救生舱具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的情况下额定防护时间不低于96小时。3、救生舱内采用高压氧气供气，供氧量不低于0.5L/min人，有害气体去除设施不低于0.5L/分钟人。4、本救生舱最大人数为12人，硐室内接入矿井压风、供水、监测监控、人员定位、通讯和供电系统，并与矿井的其他五大系统相连接，形成井下整体的“六大避险系统”第六节 照明、通信联络和信号系统一、照明施工过程中侧装机前后方均安设有照明灯，绞车房、摘挂钩等地点使用作业照明灯。二、通讯在工作面后50-100m处，12011联络巷口钻场处、车场口安设有电话，能够直接和车场口、井底车场、调度室、值班室及其他工作面等重要场所联系。三、信号 1、绞车提升信号、声光信号齐全，并灵敏可靠。2、刮板输送机、胶带输送机机头机尾处信号齐全，确保灵敏可靠。第七章 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“三八”作业制（一天三班，每班8小时），煤巷依据防突措施实施情况组织生产，按防突措施进行消突后，5m一个循环，每日一个循环，严格执行现场交接班制度，所有职工必须持证上岗。 劳 动 组 织 表工 种班组出勤人数小 计备 注084信号工1113绞车司机1113刮板输送机司机1113皮带司机1111打眼工3339运料工、推车工44412机电工1113架棚工77721班 长1113跟班队长1113看风机1113合 计22222266注：可根据生产任务对劳动组织进行适当更改。第二节 循环作业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，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，提高工时利用率提高工时利用率。 掘进正规循环作业图表工程名称时间（min）第一班（其它班均同）12345678交接班验收30打眼放炮120临时支护40装煤架棚260清 理30 注：由于此煤层为煤与瓦斯突出煤层，根据防治煤与瓦斯突出规定及相关规定需打释放孔和效检孔等防突措施，以及为防冲击地压和缓减巷道压力等需进行注水和打松帮卸压钻孔等将占用时间，则劳动正规循可进行适时调整。第三节主要技术经济指标序号项目参数备注1巷道总长1008m2掘进断面20.79m23净 断 面18m24支护形式锚网索U型棚5循环进度1.8m6日循环个数3个7正规循环率70%8实际月进度120m9循环出煤量30t10每米巷道炸药消耗19.5kg/m11每米巷道雷管消耗45发/m12日出勤人数66个13坑木消耗4.5m3/100m14全员工效0.0545m/工15背木消耗120根/m16网消耗0.3块/m1736u型钢1.66架/m1836u卡缆10套/m19金属拉板4.16块/m说明：其中支护材料科根据支护形式填写此表。 第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前，由队长负责组织技术人员传达贯彻12011工作面轨道顺槽掘进作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格人员必须补考且合格后再下井作业。因事不能及时考试的，必须进行补充贯彻和考试，成绩合格后方可下井作业。2、施工前，地测部必须提前给出开口（开门）位置，标好中线，施工单位严格按线施工。3、开口前必须对支护和环境进行检查加固和清理。4、开口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。5、开工前必须经相关职能部室检查同意后，并且持有批准的开工报告方可施工。第二节 一通三防一、通风管理1、工作面局部通风机安设位置由通风科在现场标定，该处进风量不小于局部通风机的吸风量，并且局部通风机及其开关距回风口不得小于10m，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器，风机必须吊挂或者置于专用的局部通风机架上，并且通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。2、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器设备实行“风电闭锁”，施工单位每天对“风电闭锁”进行检查，并有记录可查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。3、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，且挂牌管理（实名管理），任何人不得随意停开局部通风机。4、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，方可按申请规定停其中一路电源，当两路电源必须同时停时，施工单位必须提前通知通风区、机电区编制排放瓦斯措施及停送电措施，并经矿总工程师组织相关单位会审后，方可由施工单位提出停电申请。5、局部通风机因故障停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，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。6、停风区中瓦斯浓度超过0.8%和二氧化碳浓度超过1.5%时，最高瓦斯和二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯检查工必须汇报矿调度室和矿总工程师，撤出停风区正常通风回风流中作业人员，切断回风流经巷道的所有非本质安全性电气设备电源，请示矿总工程师，经同意后，方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超过0.8%的限量原则进行排放，排放时通风区必须安排跟班队长现场指挥，排放期间，通风区现场负责人安排专人检查第一汇风点瓦斯。7、停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3%，瓦斯检查工立即汇报矿调度室和矿总工程师，通风区必须编制安全排放措施，报矿总工程师批准后按措施规定处理。8、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源、设置栅栏、悬挂警标，禁止人员入内，并向矿调度室汇报，停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3%或其他有害气体浓度超过规定不能立即处理时，通风区必须在24h内封闭完毕，井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每小班至少检查一次。9、风筒要使用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂要平直，无脱节、无破口，接头要双反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死