13602(下)切眼扩巷作业规程.doc

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1、 第一章 概 况一、巷道名称、位置及相邻关系(附图1 3#煤层采掘工程平面图)本工作面为13602(下)开切眼扩巷工作面，开口位于13602(下)运输顺槽开切眼处，西北、东北为13600边界回风巷, 西南为13601(上)采空区，东南为13603(上)采空区。二、扩巷目的与用途13602(下)开切眼扩巷工作面扩巷完毕后服务于13602(下)综采工作面,用于工作面割煤。三、巷道特性该巷道为煤巷，沿3#煤层底板扩巷。四、设计长度、扩巷时间设计长度：138m。扩巷时间：13天五、巷道平面布置(附图2 巷道布置图)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

2、开采情况见下表工作面标高/m397工作面名称13602(下)开切眼扩巷工作面盘区名称六盘区地面相对建筑物及其他工作面地表位于屯城村境内，地表无任何建筑物井下相对位置对掘进巷道的影响本工作面井下位于矿区边缘邻近采掘情况对掘进巷道的影响邻近巷道对本面掘进无影响第二节 煤层赋存特征一、煤层厚度根据原13602(上)开切眼掘进巷道实探情况推断，煤层平均厚度3.6m。二、煤层产状煤层走向由东北到西北,倾向西北,倾角3-5。三、煤层结构煤层结构简单,大部分含1-2层夹矸，最高可至5层夹矸。四、煤层特性该煤层为黑-灰黑色,条痕呈灰黑色,具玻璃光泽,似金属光泽，贝壳状，阶梯状断口,均一或条带状结构,层状构造，

3、节理和内生裂隙发育，硬度3-4,视密度1.45t/m3 。该煤层以亮煤为主,夹镜煤条带,镜煤为金刚光泽,结构均一性脆易碎;亮煤为强玻璃光泽和似金属光泽,呈条带状分布。五、煤层综合柱状(附图3 3#煤层综合柱状图)六、煤层瓦斯涌出量及瓦斯等级根据晋煤瓦发【2013】305号关于晋城市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复,矿井相对瓦斯涌出量为18.053/t,绝对瓦斯涌出量为33.663/min,二氧化碳相对涌出量为1.913/t,绝对涌出量为3.563/min,属高瓦斯矿井;参照13602(下)运输顺槽掘进时绝对瓦斯涌出量，取当时最大值为0.493/min。测风时间断面(m2)

4、平均风速(m/s)风量(m3/min)CH4(%)CO2(%)绝对瓦斯涌出量(m3/min)温度(0C)6.210.080.814900.100.040.49136.1210.080.784720.060.040.2832136.2210.080.84840.080.040.38721313602(下)运输顺槽综掘工作面测风报表七、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性根据山西煤矿设备安全技术检测中心鉴定报告(晋煤检【2013】0502-MB-E0011)和(晋煤检【2013】0502-MR-E0011)显示:该煤尘无爆炸性,自燃倾向性等级为级,自燃倾向性性质为不易自燃。八、地温及地压根据我矿井和周边生产

5、矿井的调查,井田范围及周围矿井没有发现地温和地压异常现象,属地温和地压正常区。第三节 矿井地质及水文地质一、区域水文地质情况公司位于太行山西麓沁水构造盆地南部边缘,地表山峦起伏,沟谷相间,呈现为低山丘陵地貌。区域地表河流有沁河,属黄河流域沁河水系。沁河于区域东部由北向南流去,为常年性河流。据润城水文站资料其最大流量为1790m3/s(1971年8月),最小流量为2.5m3/s(1974年7月-10月)。据屯城断面观测资料,径流量为0.22-9.00m3/s(1974年7月-10月)。二、矿井水文地质类型根据二一一年十一月北京市地质矿产勘察开发总公司编制山西阳城阳泰集团屯城煤业有限公司矿井水文地

6、质报告的结论,按分类依据就高不就低的原则，我公司水文地质类型属中等类型。三、矿井地质3#煤层赋存于山西组中下部,下距K7砂岩4.80m。煤层厚度为6.15-6.65m,平均6.4m,为井田稳定可开采煤层，井田内煤层厚度变化不大,均在6.00m以上。煤层结构简单，大部分含1-2层夹矸,最高可至5层夹矸(102、340钻孔)。煤层顶板为泥岩和粉砂岩,时有碳质泥岩伪顶，厚度为12.82m。底板为泥岩,厚度为4.80m。现井田的中部和南部已基本采空。3#煤层颜色为黑-灰黑色,条痕呈灰黑色,具玻璃光泽,似金属光泽,贝壳状,阶梯状断口,均一或条带状结构，层状构造。节理和内生裂隙发育。硬度3-4,视密度1.

7、45t/m3 。宏观煤岩成分以亮煤为主,夹镜煤条带,镜煤为金刚光泽,结构均一,性脆易碎;亮煤为强玻璃光泽和似金属光泽,呈条带状分布,宏观煤岩类型为光亮型煤。微观煤岩成分：以镜质组占绝对优势,惰质组含量小,壳质组分因变质程度高在显微镜下无法辩解。镜质组:以均质镜质体次之,少量结构镜质体,镜质组组分含量为72.9%-89.4%,平均81.0%。惰质组:以丝质体为主,惰质组组分含量为4.2%-13.2%,平均8.4%。矿物质:以粘土矿物质为主,多呈团块状,少量呈细小分散的粒状,充填胞腔中，见有少量微泥炭和碳酸盐矿物。粘土矿物含量为6.0%-15%，平均10.0%，碳酸盐矿物含量为0.4%-0.9%，

8、平均0.6%。显微煤岩类型为微镜惰煤。四、工作面涌水量及水文地质公司实际生产能力90万t/a。根据山西阳城阳泰集团屯城煤业有限公司水文类型划分报告上年度涌水量统计，井下实际正常涌水量为34m3/h，即816m3/d，雨季最大为60m3/h，即1440m3/d，公司涌水量比周边矿井大，从煤层底板等高线上分析，公司处在向斜的轴部，3#煤层顶部的砂岩裂隙含水层层位较低所致。按最小涌水量即816m3/d，雨季最大涌水量为1440m3/d，其吨煤系数最小为0.33m3/t，最大为0.584m3/t。井下涌水量随着开采面积的扩大，特别是井田北面向斜轴部开采时，涌水量可能会有所增大，但考虑到上部直接含水层属

9、弱含水层，补给条件差，本工作面涌水量一般不会增加太大。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置本工作面垂直于13602(下)运输顺槽布置，开口位于13602(下)运输顺槽开切眼处，以41方位角扩右帮138m,扩巷完毕后，在开切眼运输顺槽左帮打一绞车硐室【32.83m】。第二节 矿压观测根据矿压监测方案设计的要求，锚网支护巷道进行锚固区内外顶板离层监测、巷道表面位移测试、锚杆锚固力动态监测。一、巷道表面位移测试巷道表面位移监测包括两帮相对移近量、顶板下沉量、底鼓量。巷道表面位移监测站，每个监测站共设三个监测剖面，每个剖面的测点采用“十”字布置。测点应在工作面6m范围内安设，在顶底板中不垂直方向

10、和两帮水平方向钻直径42mm深380mm的孔，将长度为400mm、直径42mm的木桩打入孔中，木桩端部安设环形沟测钉，用测线绳和皮卷尺直接测量AO、AB、CO、CD值， 通过计算得到顶板下沉量、底鼓量及两帮位移量。巷道表面位移“十”字布点法质检员负责锚杆表面位移监测站的安装和日常检查，并建立台账。在试验巷道中每50m设一个测试断面；巷道不稳定期间，可每天测试一次，当巷道趋于稳定后，可适当延长测试的时间间隔。发现巷道围岩移进速度急剧增加或一直保持较大值时，及时汇报调度室，采取相应的安全措施。二、锚固区内外顶板离层监测采用顶板离层监测仪测试顶板岩层锚固范围内外移值，一般设2点(锚固区内外各一点)。

11、监测仪器采用中国矿业大学制造的顶板离层指示仪，在试验巷道中每50m设1个测试断面。顶板离层仪安设在顶板中部深基点固定在稳固岩层内300mm，浅基点固定在锚杆端部位置，且与顶板锚杆一起安装，不得滞后安装。顶板离层仪安装后，现场标牌应注明观测日期、位置及深、浅基点的深度。施工单位要爱护已安装的顶板离层仪，发现损坏应及时汇报处理，对故意损坏者将给予处罚。质检员每班对工作面顶板离层仪进行测读，在此范围以外，除非离层有明显增长，顶板离层仪的监测频度可为每周一次，作业人员随时注意观察离层仪套筒的颜色变化，以便及早发现异常现象；质检员处理分析当天的监测数据。通过监测，及时掌握巷道顶板的锚固范围之内与锚固范围

12、之外的离层情况，以及早发现顶板失稳征兆，避免冒顶事故发生，同时为完善支护材料参数提供设计依据。发现顶板离层仪临界值达到或超过100mm时，立即汇报调度室、安全科。由调度室召集安委会成员分析顶板离层原因，并协助做好相应的技术安全措施。三、锚杆锚固力动态监测通过测试锚杆在支护过程中受力状态，评价锚杆的支护特性，并可结合位移测试结果，对巷道支护结构的稳定性做出评价。锚杆受力测试可以采用锚杆测力计(液压枕)进行测试，用于测试锚杆的轴向锚固力，每300根锚杆测试3根。四、矿压检测仪器见下表仪器名称型号规格数 量备 注顶板离层指示仪LBY-3或LBY-3B1套/50m最短钢丝2.2m, 最长钢丝7m第三节

13、 支护设计一、支护设计根据当前安全生产需要及上级关于“三推行”的有关要求，结合已施工巷道的经验数据，采用工程类比法，11m-70m采用钢棚支护；71m-148m采用锚网支护设计。13508(下)开切眼扩巷时采用钢架支护，工作面安装时的整体状况良好，能够满足安全和生产需要。13602(下)开切眼位于同一采区同一煤层，顶板岩性一致，所以选择13508(下)开切眼作为13508(下)开切眼扩巷工作面的类比对象是合适的。13508(下)开切眼扩巷工作面的支护参数对13602(下)开切眼扩巷工作面支护设计是有参考价值的。开切眼11m-70m扩巷后巷道断面为矩形断面，毛宽7.2m，毛高3m，S毛=21.6

14、m2;净宽7m，净高2.8m,S净=19.6m2)。 巷道断面图 单位：mm根据中国矿业大学晋城煤炭规划设计院二0一0年三月编制的山西阳城阳泰集团屯城煤业有限公司巷道锚杆支护设计方案，结合已施工巷道的成功经验，开切眼71m-148m顶板为实体煤，故此段采用锚网支护设计。开切眼扩巷后巷道断面为矩形断面(71m-148m)，毛宽7.2m，毛高3m，S毛=21.6m2;净宽7m，净高2.8m,S净=19.6m2)。巷道断面图 单位：mm二、支护方式及质量要求(一)支护方式1、原巷道加强支护及拆除原支护(1)开切眼11m-70m加强支护及拆除原支护开工前，待扩巷道支架中部打一单体液压支柱，系好防倒绳，

15、拆除右帮单体液压支柱，并对左帮单体液压支柱进行二次注液。在待扩巷道支架的前、后方分别用两根单体液压支柱支设3.5m的板梁，系好防倒绳，防止原背顶材料脱落，割完煤后，两人分别采用长柄工具同时放液，拆除4m工字钢梁。(2)开切眼71m-148m拆除原支护开工前，人工拆除待扩巷道段右帮锚杆螺帽、钢筋梯、金属网。2、临时支护(1)开切眼11m-70m采用两根单体液压支柱(护网固定好)配合两根型前探梁作为临时支护，菱形网、矿自制卡子、木楔、防倒绳、11#矿用工字钢梁配合接顶固定。前探梁临时支护图(2)开切眼71m-148m采用两根前探梁作为临时支护，每根前探梁用三个吊环与顶板锚杆固定。前探梁临时支护图3

16、、永久支护(1)开切眼11m-70m采用矿用工字钢梁、DW31.5/100型单体液压支柱、木楔、背板进行永久支护。(2)开切眼71m-148m采用菱形网、钢筋梯、锚杆进行永久支护，锚索加强。4、加强支护(1)开切眼11m-70m采用DW31.5/100型单体液压支柱进行加强支护。(2)开切眼71m-148m采用2.6m型钢梁配合DW31.5/100型单体液压支柱进行加强支护。三、质量要求1、临时支护前，掘进机后退掘头5m至支护完整地段放下截割臂，切断电源并闭锁，掘进机司机保管闭锁钥匙，盖好截割头护罩。2、前探梁、吊环每移动一次,检查它的结构牢固情况,发现问题要及时更换；移动前探梁时,在支护完好

17、的情况下从外向里进行。3、永久支护柱窝深度30-50mm，棚口合正、合严，顶帮用背板、木契背紧打牢。4、平巷支架(支柱)垂直顶底板，斜巷支护有一定的迎山角，做到迎山有力。5、背板背匀、背牢，尽量成线，梁两端保持水平，不能有空头架,架腿成一线，梁与中线垂直，顶板冒落区用“#”字木垛接顶，空帮用“#”字木垛背实。6、菱形网将顶铺满，联网短边用穿针的方法连接，搭接100mm-200mm，每100mm联一扣，一扣三扭。7、巷道净宽、高允许误差-30mm+50mm；中线允许误差50mm。8、11m-70m迎头采用2.5m1.8m的护网配合两根DW31.5/100型单体液压支柱护帮(系好防倒绳，两支柱相互

18、防倒)；71m-148m迎头采用“7”字钢管配合2.5m1.3m护网固定煤帮。9、锚杆螺母其螺纹部分必须用螺丝机加工；锚杆螺母采用与锚杆相匹配的加厚的快速安装螺母,而且铁托板与螺母之间应有塑性减摩垫圈；锚杆托盘、螺母等配件必须与锚杆强度相匹配。10、禁止使用过期、变质树脂药卷；如发现过期、树脂药卷过硬,或胶泥已与固化剂混合,均不得再使用；搬运过程中,严禁乱摔、乱放树脂药卷,以防包装薄膜破皮,影响安装质量及锚固效果。11、钢绞线截取长度必须比孔深大300mm,便于安装张拉设备,实施锚索的张拉和施加预应力；截取钢绞线后用铁丝将其两端扎紧,防止运输过程中钢绞线出现破股现象,保证锚索的安装质量。12、

19、矿用工字钢支架或锚杆逐排及时支护到迎头,矿用工字钢支架,最大控顶距1.5m，最小控顶距0.5m；锚杆支护最大控顶距1.1m，最小控顶距0.2m。13、每项工序必须经质检员验收合格后，方可进行下一项工作。14、临时支护、永久支护时，均由班组长负责组织人员实施，安全员全程监督。第三节 支护工艺一、支护材料1、临时支护(1)开切眼11m-70m3.6m型梁、DW31.5/100单体液压支柱、2500mm1800mm 的护网、矿自制木楔、卡子、4.2m1.1m菱形网(10#铁丝编制)、自制防倒绳、7200mm的11#矿用工字钢梁。(2)开切眼71m-148m可调节金属吊环(锚链加工制作)、木板(300

20、0mm300 mm50mm)、5.0m89mm钢管、2.7m51的钢管、2500mm1300mm的护网、铁梯、高凳、防倒绳。2、永久支护(1)开切眼11m-70m7200mm11#矿用工字钢梁、DW31.5/100型单体液压支柱、1200mm150mm50mm的背板、矿自制木楔。(2)开切眼71m-148mBHRB335型(20MnSi)左旋无纵筋螺纹钢锚杆、分离式全螺纹玻璃钢锚杆(锚杆长度:两帮2.0m,顶板2.2m;锚杆直径:两帮18mm,顶板20mm)及配套螺母、树脂锚固剂(1卷K2350和1卷Z2350树脂锚固剂)、钢筋梯(12mm的钢筋来制作,顶钢筋梯3400mm,帮钢筋梯2600m

21、m，宽度80mm，限位孔间距800mm)、130mm130mm10mm的铁托盘或玻璃钢托盘。顶钢筋梯规格图 单位:mm帮钢筋梯规格图 单位:mm3、加强支护(1)开切眼11m-70mDW31.5/100型单体液压支柱(2)开切眼71m-148m15.246500mm高强度、低松弛、高延伸率17结构的钢绞线锚索、CK2350、K2350和Z2350树脂药卷、300mm300mm20mm的方形钢板托盘(中心孔径16.5mm)、2.6m型梁、DW31.5/100型单体液压支柱。二、支护工艺1、临时支护割完煤后,安全员监督，掘进机退至支护完整的地段放下截割臂，切断电源并闭锁，闭锁钥匙由掘进机司机保管，

22、盖好截割头护罩，班组长及时进行敲帮问顶，确认无冒落片帮等危险后, 11m-70m及时进行联网、铺网、临时支护，三根超前梁按超迁支护图布置，用3个卡子、木楔在矿用工字钢梁底部固定，超前梁超前永久支护1.5m，将11#矿用工字钢梁(永久支护顶梁)放在超前梁上，系好防倒绳、背板背紧；71m-148m及时窜前探梁,在前探梁上铺金属网、放置钢筋梯,然后用木板、木刹把前探梁与顶板刹实,并使钢筋梯和顶网紧贴顶板。2、永久支护11m-70m掏好柱窝后掏好柱窝后进行永久支护，一米一架，背板“十、六”接顶、联帮，顶板破碎、煤质松软情况下双网铺设、缩小排距，割煤前把架跟至最小控顶距。71m-148m临时支护后,进行

23、锚网支护(首先钻凿所顶板最中间一根锚杆眼,然后钻凿靠最两帮的锚杆眼并安装锚杆，再钻凿前探梁旁的锚杆眼并安装锚杆，最后钻凿帮锚杆眼并安装帮锚杆)，间、排距为0.8m0.9m，每排布置18根锚杆，锚杆锚固长度0.9m，顶板破碎、煤质松软情况下双网铺设、缩小排距，割煤前把架跟至最小控顶距。(1)顶锚杆施工工艺用锚杆钻机打顶锚杆孔并清孔(面朝工作面)向钻孔内放入药卷在锚杆尾部套上托板并拧上螺母(拧上4-5扣即可)用锚杆头部顶住药卷并送入孔底升起锚杆钻机并用搅拌器联接锚杆钻机和锚杆尾部转动钻机至规定时间(一般为15-30s)停止搅拌但保持钻机推力至规定时间(一般为1min)用安装器联接锚杆钻机和锚杆尾部

24、转动锚杆钻机拧紧螺母用扳手拧紧螺母至规定要求安装其它锚杆。(2)帮锚杆施工工艺接金属网上钢筋梯定孔位用钻机钻孔清孔向孔内放入药卷用锚杆头部顶住药卷送入孔底用搅拌器联接钻机和锚杆尾部转动钻机搅拌药卷至规定时间(一般为15-30s)停止搅拌并等待至规定时间(一般为1min)用扳手拧紧螺母至规定要求安装其它帮锚杆。2、永久支护(1)11m-70m滞后永久支护20m分别在矿用工字钢梁左、右帮1.8m处支设DW31.5/100型单体液压支柱。(2)71m-148m每安设三排锚杆后及时安装两根顶板锚索，安装预紧力不低于100KN，不高于120KN,锚索安装后安装,防射装置;顶板破碎，根据实际情况，加设锚索

25、；滞后永久支护20m，在开切眼左帮1.8m处，平行开切眼支设DW31.5/100型单体液压支柱配合2.6m型钢梁加强支护(一梁三柱，系好防倒绳)。锚索施工工艺：定锚索孔位用锚索钻机钻孔清孔往孔内放入树脂药卷用锚索头部顶住树脂药卷并送入孔底升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部转动钻机搅拌树脂药卷至规定时间(一般为1min)后收缩锚杆钻机卸下搅拌器等待15min套上托板安装锚具用张拉设备张拉锚索至规定要求。若遇地质构造或顶板破碎时,应根据实际情况缩小锚杆、锚索排距并进行全长树脂锚固。三、工艺流程落、装、运煤临时支护永久支护质量验收第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工前准备1、扩巷前，地测科提前

26、标定开口位置与中线，掘进队严格按线施工。2、调度室提前准备好支护材料等。二、施工方法采用掘进机按设计要求一次切割成巷,掘进机自装转载机、刮板输送机、带式输送机运输;正常情况下，按掘进机截割曲线图进行；如遇地质构造或其他情况，另行制定安全技术措施。第二节 扩巷作业一、扩巷方式及设备采用EBZ132型掘进机扩巷、SGB420/30型刮板输送机和DSJ80/40/255型带式输送机运煤。二、工艺流程(二)工艺流程开机前准备掘进机割、装、运铺联网、临时支护永久支护下个循环(三)检修工艺流程检修前准备检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修各部刮板输送机、带式输送机及延伸其它工作正常掘进(四)截割工艺截割

27、头由巷道一侧底部进刀(深度400-600mm)，然后在巷道内水平截割，周边留煤200-300mm，每水平摆动截割一次抬高400-600mm，按截割曲线图连续摆动截割至初步成形,截完一个循环后，修周边至设计要求。截割曲线图五、技术要求1、割煤前，应先处理隐患，严格进行瓦斯检查。2、割煤前，掘进机司机看准中线，严格按截割曲线图割煤。3、割煤时，严禁丢帮落底煤，严格控制巷道施工参数，巷道参数符合设计要求。第三节 装载与运输一、运煤1、掘进机转载机构安装前，人工清煤至SGB420/30型刮板输送机，依次转载至运输顺槽SGB420/30型刮板输送机、DSJ80/40/255型带式输送机、运煤横川SGB6

28、20/40型刮板输送机、胶带大巷两部DSJ80/40/255型带式输送机至煤仓,通过SDQ800型带式输送机运输至地面。2、掘进机转载机构安装后，随着掘进机切割落煤，通过掘进机的装载机构将原煤依次转载至开切眼SGB420/30型刮板输送机、运输顺槽SGB420/30型刮板输送机、DSJ80/40/255型带式输送机、运煤横川SGB620/40型刮板输送机、胶带大巷两部DSJ80/40/255型带式输送机至煤仓,通过SDQ800型带式输送机运输至地面。二、运料地面人工装料，人推至副斜井，JTP-1.6*1.5型绞车将材料运送至井底车场，人推至轨道大巷口，SQ-80型无极绳绞车将其运送至轨道大巷端

29、头,JYB-401.25运输绞车将材料运送至13602(下)回风顺槽口，人工搬运至工作面。第四节 管线、设施布置1、各类管线均按巷道断面图中的规定位置吊挂牢固整齐。2、风筒靠左帮吊挂、做到逢环必挂，距掘头不大于10m。3、压风管、水管、液压管固定牢固，距掘头不大于20m。第五节 设备及工具配备设备及工具配备见下表(附图4 设备布置图)序号名 称型 号数量用途安装地点功率/台1防爆馈电开关KBZ-4001台动力总馈电工作面口KBZ-2002台主 备用风机专用馈电2防爆照明信号综保ZBZ-4.01台照明信号3防爆磁力起动器QBZ-120N1台皮带机控制开关工作面口QBZ-601台皮带张紧车控制开关

30、QBZ-80N1台联络巷控制开关QBZ-2*801台自动切换开关4轴流式局部通风机FBD 5.6/2112台通风设备工作面口211kw5声光组合信号器KXH-127转载运输设备信号设备转载点6矿用隔爆型灯DGS18/127Y照明设备工作面13kw7带式输送机DSJ80/40/2551部主要运煤设备工作面55kw8风动潜水泵FQW-20/651台排水设备水窝9刮板输送机SGB420/301部主要运煤设备联络巷30kw10激光指向仪YBJ-12001台中线指示工作面11掘进机EBZ1321台割煤设备工作面220kw设备布置表第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式本工作面采用全风压通风。二、风量

31、计算1、按瓦斯涌出量计算：Q=125qk=1250.491.9=116.38m3/min式中 Q综掘工作面实际需要风量，m3/min； q工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min，参照13602(下)运输顺槽综掘工作面取0.49； k工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，根据实际观测的结果确定，取1.9。2、按扩巷人数计算Q=4n=430=120m3/min式中Q工作面实际需要风量，m3/min；n工作面同时工作的最多人数(包括跟班矿长、跟班科长、巡回瓦斯员、特殊工种人员及检查人员)。3、按工作面温度计算Q=60VS=600.519.6=588m3/min式中V按工作面煤层厚度大于3.5m，温度为

32、1518 ，取0.5m/s；S扩巷断面取19.6m25、风量验算：扩巷最低风量:Q小=600.25S掘=600.2519.6=294m3/min扩巷最高风量:Q大=604S掘=60419.6=4704m3/min式中 S工作面的断面积，m2；Q小QQ大根据煤矿安全规程中第一百零一条规定：掘进煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许风速4m/s，故取588m3/min满足本工作面的供风需求，符合煤矿安全规程规定。三、“一通三防”安全技术要求通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷道内风速不低于0.25m3/s、不高于4m/s，保证巷道内和工

33、作面任何地点有害气体和瓦斯浓度不超限。四、通风路线(附图5 通风系统图)主(副)斜井轨道大巷13600(东)轨道大巷13602(下)运输顺槽工作面13602(下)运输顺槽绕道13600(东)回风大巷回风大巷总回风回风立井地面。第二节 压风自救与供水施救1、风源来自地面工业广场，地面空压机房安装2台SA-160A型螺杆式空气压缩机，地面空压机房对接108mm无缝钢管沿主斜井、副斜井向井下供风。2、胶带大巷、轨道大巷为108mm无缝钢管，回风大巷及工作面采用51mm的无缝钢管，接入的矿井压风管路设有减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口风量压力在0.1-0.3mpa之间，供风量不低于0.3m3/m

34、in人，连续噪声不大于70分贝。3、工作面压风管路每50m设置一个压风三通阀门，采用法兰或快速接头对接，要求严密不漏气，掘头设置一个快速三通接头。4、距工作面、回风口25m-40m处分别安装一组安装了ZYJ(C)压风自救、供水施救装置，与压风管路和静压水管连接，形成压风自救和供水施救系统，压风自救装置每组18个。(附图6压风自救与供水施救系统图)第三节 综合防尘防尘供水水源来自地面蓄水池，标高+556m,容量分别为200m3和100m3水源均由深井供应，两水池各出一趟水管，水口安装水质过滤网装置，保持水池清洁。一、防尘管路铺设(附图7 综合防尘系统图)1、主斜井、副斜井、胶带大巷、轨道大巷、回

35、风大巷安装108mm无缝钢管、工作面安装51mm的钢管,水中悬浮物不得超过150mg/L，粒径不大于0.3mm。2、副斜井、轨道大巷、回风大巷的静压防尘管路每隔100m设一个支管和三通阀门，主斜井、胶带大巷、工作面每隔50m设一个支管和三通阀门，采用两通螺丝连接，所有连接保证不漏水，三通阀门必须上手轮或小手阀。二、防尘水幕1、水幕设施：安装KPZ型矿用自动喷洒除尘装置(感应装置、主机、电磁阀、净化水幕、水管组成)，阀门及所有连接处不得漏水。2、净化水幕水管：水管的长度不得小于巷道宽度200mm;水管安装在距顶板不超过300mm的位置;水管的喷嘴间距300-400mm。3、净化水幕:距工作面30

36、m处、50m处和距回风口50m处安装净化水幕，其喷嘴方向与风流方向相反；喷嘴方向和巷道垂直方向成45角。三、转载点喷雾1、转载点下风侧20m内设置喷雾水幕装置。各转载点喷雾设施的操作阀必须设置或用高压胶管引接到人行道侧，便于操作。2、所有转载点都必须有KPZ-C型电子触控矿用自动喷洒除尘设施，管路接头、三通不得漏水。3、喷嘴安装在距转载点前400-500mm处，高于转载点200mm的位置，且喷嘴必须正对转载出煤点。4、所有喷雾必须成雾状。5、掘进机设置内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3Mpa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5Mpa。四、巷道冲洗1、距工作面20m范围内的巷道每班至

37、少冲洗一次，20m以外的巷道每旬至少冲洗一次，并清除堆积的浮煤。2、巷道保持湿润，走路时煤尘不飞扬，水管、压风管、风筒、电缆、迎风面的煤尘厚度不得超过2mm，堆积长度连续不得超过5m。第四节 防灭火煤层无自然发火倾向性，但必须执行以下措施：1、电器设备群附近上风侧备有2个干粉灭火器、消防桶2个、消防铁锹2张、消防钩2根、沙箱一个0.5m3，并保证消防器材数量充足、有效。2、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。3、工作面着火时，根据着火情况，采用直接灭火方

38、法(灭火器、用水扑灭等),直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。第五节 安全监控一、瓦斯监控系统(附图8 监测监控系统图)1、回风顺槽安装一套KJ99N-F分站，距掘头小于5m处安设一台GJC40(A)甲烷传感器，其报警浓度0.8、断电浓度1.2、复电浓度0.8；距回风口10-15m安设一台GJC40(A)甲烷传感器，其报警浓度0.8、断电浓度0.8、复电浓度0.8；断电范围：本工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备。2、甲烷传感器距顶板不大于300mm、距巷帮不小于200mm

39、。3、掘进机设机载式瓦斯传感器一台，其报警浓度0.8、断电浓度1.2、复电浓度0.8，断电范围：掘进机电源。4、矿长、总工程师、队长、工程技术人员、班长、安全员、电钳工必须携带便携式甲烷检测仪上岗，瓦斯员必须携带便携式光学甲烷检测仪和便携式甲烷检测仪(对照用)上岗，监控管理员必须携带便携式甲烷检测仪或便携式光学甲烷检测仪上岗。5、皮带主滚筒下风侧10-15m设置一台CO传感器和烟雾传感器，CO传感器报警浓度0.0024%。二、井下作业人员管理系统1、工作面口及距工作面100m处分别安设一套KJ602型矿用本质安全型分站。2、在人员出入井口、重点区域出/入口、限制区域等地点设置读卡器，并能满足监

40、测携卡人员出/入井、出/入重点区域、出/入限制区域的要求。3、下井作业人员随身携带，当进入读卡器的识别范围时，将识别卡发射唯一的编码信息发送到中心服务器。4、通过无线方式读取识别卡发射唯一的编码信息，并发送至地面传输接口。三、通风可靠实时监测系统13602(下)回风顺槽口安设一套KJGISIIN-F型分站，两顺槽测风站安设一台GFW15型矿用巷道风量传感器，风量小于或等于588m3/min时，报警并自动切断电源，断电范围为本工作面及回风巷道内全部非本质安全型电气设备。第六节 供 电本工作面动力电源引自采区变电所1000KVA移动变电站低压侧馈电开关，电压等级660V，干线电缆型号为MYP0.6

41、6/1.14-395+125。在运输顺槽入口处安装有工作面动力总控馈电开关，通过监控分站能够实现运输顺槽、工作面内全部电气设备的瓦斯电闭锁功能。 供电系统图第七节 排水、供液一、排水系统(附图9排水系统图)1、方案设计工作面铺设108mm的钢管，采用快速接头连接，巷道低洼处挖小水窝，水窝内安装 FQW20-65风动潜污泵，工作面的积水自流至水窝后，通过风动潜污泵抽排至轨道大巷排水沟，自流至主、副水仓。2、排水线路工作面自流水窝风泵、管路北轨大巷自流主、副水仓。二、供液系统综掘泵站安装两台MRBZ80/20型乳化液泵(功率37KW，额定流量80L/min，额定压力20Mpa)、两台BPW320/

42、6.3V型喷雾泵(功率45KW，额定流量320L/min，额定压力6.3Mpa)，泵站液箱配液乳化液泵加压工作面。乳化液泵站由专人负责，每班设专人检查、维护，添加乳化油，保证专用液的折射数据达到1.2-1.4(根据国家安全生产北京矿用油品监测检验中心提供资料对比,配液百分比浓度为3%5%)；液箱内的液面必须在液箱的2/3高度位置以上，但不得超过滤网。第八节 运 输一、运煤系统(附图10运输系统图)1、掘进机转载机构安装前：人工装煤SGB420/30型刮板输送机运输顺槽SGB420/30型刮板输送机、DSJ80/40/255型带式输送机运煤横川SGB620/40型刮板输送机胶带大巷DSJ80/4

43、0/255型带式输送机煤仓SDQ800型带式输送机地面2、掘进机转载机构安装后：掘进机自装SGB420/30型刮板输送机运输顺槽SGB420/30型刮板输送机、DSJ80/40/255型带式输送机运煤横川SGB620/40型刮板输送机胶带大巷DSJ80/40/255型带式输送机煤仓SDQ800型带式输送机地面二、运料系统地面人工装料人推副斜井口JTP-1.6*1.5型绞车井底车场人推轨道大巷口SQ-80型无极绳绞车轨道大巷端头JYB-401.25运输绞车13602(下)回风顺槽口人工搬运工作面第九节 通信、信号和照明1、运输顺槽口、运输顺槽、距开切眼3050m处各安装一部KTH型矿用本质安全型

44、防爆电话机，两顺槽、工作面分别安装KT162-F型隔爆型无线通信基站，两顺槽每100m设置一个KTK113(A)广播分站。(附图11 通信系统图)2、严格按通信系统图安装通信设施，机运科对线路标准化和接线盒、电话机、电话的日常维护和故障电话的更换等设备完好负责。保证通信线路吊挂符合质量标准化标准要求。3、顺槽每30m安装有1台DGS型防爆照明荧光灯。4、在各转载点安装KXH127矿用隔爆兼本安型声光信号通信装置，作为运输设备的信号联络装置，顺槽内每50m安装有1个KXH127矿用隔爆兼本安型声光信号通信装置，作为运输预警信号设备，设备声光齐全、标志清楚。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节

45、 劳动组织一、作业形式“三八”制循环作业，正规循环见循环作业图表。二、劳动组织劳动组织定员见下表，在实际工作中既要有分工，又要相互配合，共同完成生产任务。工 种一班二班三班合计队 长11带班长1113班组长1113安全员1113质检员1113瓦斯员1113电钳工1113掘进机司机2226支护工2226清煤工44412带式、刮板输送机司机44412看路工1113小 计19201958三、交接班制度(1)班组长必须认真组织、严格执行交接班制度。(2)每班必须由班组长统一领导，做到集体入井、集体收工、集体上井。(3)每班入井前，队长或带班长主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排，安排工作责任到人；二是进行安全预想，进行讲评。班前会要准时、简明，班前会后准时入井，安全准时到达作业地点。