13203运输巷炮掘作业规程.doc

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1、贵州神华矿业投资有限公司纳雍县鬃岭镇永兴煤矿13203运输巷掘进工作面作 业 规 程纳雍县鬃岭镇永兴煤矿2015年5月2日贵州神华矿业投资有限公司安全生产事项审批表神华审字【2015】 号申请审批到位纳雍县鬃岭镇永兴煤矿审批事项名称13203运输巷掘进工作面作业规程审批依据安全生产法煤矿安全规程安全专篇编制单位纳雍县鬃岭镇永兴煤矿技术科编制人 编制时间年 月 日申请单位技术负责人或总工程师意见签字： 年 月 日申请单位负责人意见签字： 年 月 日申请单位会审意见参审部门和人员签字：单位盖章： 年 月 日公司总工程师审核意见签字： 年 月 日公司负责人审核意见签字： 年 月 日公司会审意见参审部

2、门和人员签字：公司盖章： 年 月 日目 录第一章 概况4第一节 概述4第二节 编写依据4第二章 地面相对位置及地质情况 5第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况5第二节 煤（岩）层赋存特征5第三节 地质构造5第四节 水文地质5第三章 巷道布置及支护说明 6第一节 巷道布置6第二节 矿压观测6第三节 支护设计6第四节 支护工艺7第四章 施工工艺9第一节 施工方法9第二节 凿岩方法9第三节 爆破作业9第四节 装载与运输11第五节 管线及轨道敷设13第六节 设备及工具配备14第五章 生产系统 15第一节 通风16第二节 压风17第三节 瓦斯防治17第四节 综合防尘17第五节 防灭火17第六节 安全监

3、控18第七节 供电18第八节 排水18第九节 运输19第十节 照明、通讯和信号19第六章 劳动组织及主要技术经济指标20第一节 劳动组织20第二节 作业循环20第三节 主要技术经济指标20第七章 安全技术措施22第一节 一通三防22第二节 顶板23第三节 爆破24第四节 防治水27第五节 机电29第六节 运输30第七节 其它36第八章 灾害应急措施及避灾路线42第一节 综合防尘42第二节 瓦斯、火灾预防42第三节 水灾预防43第四节 顶板事故防治44第五节 综合防突45第六节 避灾路线45第七节 其它46纳雍县鬃岭镇永兴煤矿13203越是巷掘进工作面作 业 规 程第一章 概 况第一节 概 述一

4、、巷道名称：13203运输巷，由于生产需要对13203运输巷进行掘进，开口点位于 +1885.9m处（坐标：X=2953600.00，Y=35530450.00，Z=1885.90，）。二、工程概况：巷道设计工程量平均320米，为全煤巷道，按照-5坡度以31000方位掘进到320米，完成掘进任务，巷道设计为净宽2.8米，净高2.2米， S掘=6.16m2 附图1：巷道相邻关系及巷道平面布置图（1：2000）第二节 编写依据一、巷道工程设计及批准时间13203运输巷32#煤层设计图于2015年4月生产技术科设计，矿总工程师于2015年4月30日审批。二、地质说明书及批准时间矿技术科于2014年1

5、2月编制，矿总工程师于2015年12月30日审批。三、其它技术规范1、煤矿安全规程2、作业规程编制指南及采矿工程设计手册3、贵州神华矿业投资有限公司有关技术管理规定第二章 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本巷道地理位置：地面标高为：+1959.7m，该巷道开掘点标高为1885.9m，目前13201工作面正在回采。该巷道开掘点位于13203运输巷+1885.9m水平处。如表1-1井上下对照关系表表1-1水平名称1830.00水平采区名称地面标高（m）1959.7-2008井下标高（m）1885.9地面的相对位置相对地面垂直距离73.8米井下相对位置对掘进巷道的影响无影

6、响邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响无影响第二节 岩层赋存特征一、煤层情况表 煤层厚度m1.35煤层结构简单煤层倾角（0）13开采煤层32#煤 种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描 述全面稳定可采，含0.2m夹矸。二、巷道瓦斯瓦斯涌出属岩层裂隙瓦斯，在掘进过程中若有，将采取相关安全技术措施。第三节 地质构造矿区位于鬃岭背斜的北西翼，矿区内为一单斜地层，区内无断层出露，矿区内地层倾向为187-220，倾角12-15一般为12，区内构造复杂程度为简单。 综上所述，区内构造复杂程度属简单类型。矿区内暂未发现陷落柱和侵蚀带。第四节 水文地质大气降水为矿坑充水主要因素，大气降水会沿基岩裂隙渗入矿井，裂隙发育

7、地段矿井充水会有所增大，一般随开采深度增大水量愈大，裂隙发育地段井下巷道中常见滴水及淋水现象。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道设计工程量320米，为全煤巷道，按照-5坡度以31000方位掘进。 二、施工顺序：在掘进过程中，严按照方位进行掘进，如遇顶板变化，必须严格加强支护。三、特殊地段施工要求（一）巷道施工采用多打眼装药放炮掘进的方式，放炮后用手镐按照巷道设计的几何尺寸将巷道修刷成巷，减少对顶板的影响。（二）施工前必须将其该巷的施工规程措施转达学习签字并进行考试。（三）施工前生产技术科必须提前标定开门位置、标定巷道中、腰线，施工单位严格按线施工（四）施工前，必须对巷道5m左右

8、范围顶板进行加强支护。 第二节 矿压观测目前矿井只进行顶底板相对移近量观测，顶板离层观测没有开展，本掘进工作面采取打信号方式，观察顶板下沉，应尽快进行顶板离层观测。为合理确定支护形式提供依据。第三节 支护设计一、巷道断面巷道断面根据实际应用情况，设计为净宽2.8米，净高2.2米，能满足要求。S掘=6.16m2 二、支护方式（一）永久支护1、巷道永久支护方式顶板采用挂锚网一次成巷；锚杆采用20mm，L2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距800mm800mm。每根锚杆使用ZS2335型树脂锚固剂3支，托盘规格为100mm100mm；锚网采用=5mm圆钢，网片规格为2000mm1000mm，网孔尺寸

9、=100mm100mm，网要压茬连接,压茬不小100mm。2、循环进度规定：顶板完好，无破碎，锚杆间排距为800800mm，循环进度为1.7m。每完成1循环进度后，立即铺金属网打设顶锚杆2排。当顶板破碎时，必须加打锚杆，放炮掘进时顶锚杆必须紧跟迎头，帮锚杆滞后迎头的距离不得大于5m。3、永久支护：最大控顶距为：1.7m，最小控顶距为：0.1m。4、临时支护：采用4m长9#工字钢作前探梁，每梁设计用三个吊环，控顶断采用2m0.5mm木板作为背板，接顶要严实。（二） 锚杆支护参数的确定：一、按加固拱原理确定锚杆参数：1、顶锚杆(1)锚杆长度：= N（1.1+B/10）=1.0(1.1+3.8/10

10、)=1.48m；根据我矿支护经验，锚杆长度取=2.0m。式中：L锚杆长度；N围岩稳定影响系数，取1.0m；B巷道跨度。(2)锚杆直径：=L/110=2.0/110=0.018m，取D=20mm。(3)锚杆间距：d0.5L=0.52.0=1.0m，取间排距为800800mm。(4)锚杆型号：选用202000mm的左旋无纵筋锚杆，其锚固力100KN/根。2、巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用202000mm的左旋无纵筋锚杆支护。二、按悬吊理论确定锚杆参数：1、锚杆长度L，L=L1+L2+L3 =50+1200+300=1550mm 设计锚杆长度L=2000mm 式中：L1锚杆外露长度L2软弱岩层厚度，可根

11、据柱状图确定1200mmL3锚杆伸入稳定岩层深度 一般不小于300mm2、锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=/4(d2屈) = 0.253.14（0.02）2335106=105KN式中：屈杆体材料的屈服极限335Mpad杆体直径3、锚杆间排距锚杆间距D1/2LD0.52000=1000mm锚杆排距L0=Nn/2kraL2 =(10510310)/(23241031.91.2)=3.19m设计锚杆间排距为800800mm式中：n每排锚杆根数N设计锚固力，KN/根K安全系数，取2-3r 上覆岩层平均容重，取24KN/ m3a1/2巷道掘进宽度 m第四节 支护工艺 一、支护工艺及要求（一）、

12、打锚杆眼：1、打眼前，首先严格按照中、腰线检查巷道规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮、找掉活矸危石，确认安全后方可作业。2、锚杆眼位要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15，深度为1.95m，打眼时应在钻杆上做好标志。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。 3、打锚杆眼使用锚杆钻机（型号MQT120），钻头采用PCD28，使用时要先送水、后送风、停机要先停风、后停水。（二）锚杆支护工艺及要求1. (附图：掘进工艺流程图)安装顶锚杆采用锚杆机施工巷顶中间的锚杆眼。 2. 向锚杆眼内装入3支药卷，用锚杆穿过锚梁（锚梁预先和新铺的金

13、属网绑好）中间孔，再把锚杆装在锚杆机上（用锚杆锤将钻机与安装托盘、螺母的锚杆连接），用锚杆机将锚梁顶到顶板上，边推边旋转搅拌，至锚杆接触孔底停止推进，继续旋转扭紧螺母使托盘紧贴岩面。停机待树脂药卷凝固后，回撤锚杆机。3、然后按锚梁孔位向两侧逐个施工锚杆眼。4、顶锚梁两端的锚杆待挂帮网、施工帮锚杆时施工。5、将帮网挂在顶网上并与预留的帮网、顶网连接。搭接长100，每隔200用10#铁丝连接好。6、向孔内装入药卷，用锚杆锤将锚杆机与锚杆连接，开动锚杆机推进锚杆抵住药卷，然后边推边搅拌，至锚杆接触孔底停止搅拌。7、按锚杆间距要求由上向下逐个施工锚杆眼。8、所有锚杆安装托盘、螺母等待10分钟后采用1m

14、长的加力扳手拧紧锚杆螺帽将扭矩增加至150Nm以上9、安装锚索用锚杆机配合组合钎杆施工锚索眼。10、将5支SMk2335树脂药卷注入锚索眼内并采用锚索抵入眼底，再把搅拌驱动器装在锚杆机上，用搅拌驱动器搅拌锚索30秒以上。11、停机保持推力3分钟后，再施工另一个孔。12、10分钟后，上好托盘和锚具，启动张拉千斤顶使其预紧力达到20MPa以上。13、支护时，打好一个锚杆（或锚索）孔就必须装好一个孔的药卷、锚固好一根锚杆（或锚索）。14、若出现眼口破碎或塌孔时，必须重新打眼，保证钻孔状况良好，便于安装。15、打锚杆挂网期间，必须随时敲帮问顶，保证施工安全。16、挂网时，其他人员退出布网区，防止网边角

15、伤人。17、锚杆、锚索必须按设计角度打设，并打设到位。18、注不到位的锚杆，当班锯掉，并重新补打。（三）临时护工艺及要求1. 临时支护形式：巷道临时支护使用1组，利用锚杆外露丝作为固定支点，套环使用18mm钢筋圆成略大于2寸钢管直径的圆环，并焊接与锚杆相配套螺丝帽和顶部锚杆形成吊环，使用4m长的11号工字钢作为前探梁穿入吊环内，每根前探梁使用3个吊环，使用方向与巷道方向相同，前探梁上方用木板（长宽厚=240020050mm）接实瞒严。2. 临时支护工艺、工序及要求：（1）爆破后（或够施工一排锚杆后），安排专人站在正式支护下，用长把工具进行敲帮问顶，找净险矸活石，确保无问题后人员站在永久锚杆支护

16、下，挂联顶网。顶网联好后，在紧靠迎头的两排锚杆上上好吊环，施工人员及时顶起网，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢筋梯子梁，前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中线和间排距调整好梯子梁位置。穿前探梁时必须有人监护顶板和两帮，顶板维护好后，组织人员出矸石，出完矸石后由外向里打注顶部锚杆。（2）上前探梁时，不少于5人，1人观察顶板并协调指挥，2人顶起网和梯子梁，2人前移前探梁。（3）、前探梁要窜到迎头，吊环要用木楔与钢管背紧。（4）、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打带帽点柱后方可继续施工。（5）、打顶部锚杆时必须由外向里、由中间向

17、两边，如前探梁占据锚杆位置，可先打其它锚杆，退出前探梁后在打剩余锚杆，必须所有顶部锚杆全部打完后在打帮部锚杆。（6）、当顶板严重不平无法使用前探梁时，可使用3组点柱配合木板梁扶走向棚子进行支护，一梁二柱。 第四章 施工工艺第一节 施工方法一、采用ZPY-7655风钻打眼，爆破落煤矸，全断面爆破成巷。二、运输：采用人工出渣，40T刮板运输机输送煤矸至主井皮带输送到地面煤场。三、顶板支护采用MQT120型号锚杆钻机打眼，安装螺纹钢筋锚杆；掘进施工工艺流程：安全检查打眼检查瓦斯装药撤人警戒检查瓦斯放炮检查瓦斯（撤警戒后）敲帮问顶临时支护出货永久支护（打锚杆挂网）成巷。第二节 凿岩方法一、工作面打眼采

18、用两部7655型风动凿岩机进行打眼，两台或多台钻打眼时，应根据巷道炮眼布置情况，划分打眼界限，严禁交错打眼。其工艺流程为：准备敲帮问顶超前支护打眼冲洗炮眼撤出工具。二、顶板锚杆眼顶板锚杆采用MQT-20型风动锚杆钻机打眼。第三节 爆破作业一、爆破条件本巷性质为煤巷，巷道断面掘进6.16 m2 ，采用压入式局部通风机通风，掏槽方式采用楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。二、爆破器材爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为32mm200mm,重200g；雷管选用15段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms；选用MFB-200电容式发爆器。三、装药结构采用正向连续柱状装

19、药，装药时要小心用炮棍送到底眼，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用水套，以免受潮拒爆。装完药后装入1-2节水泡泥，然后装填炮泥并捣实，封泥长度不少于0.5米。四、起爆方式掘进起爆方式采用大串联全断面一次起爆。爆破工艺流程：做引药检查瓦斯装药封泥警戒检查瓦斯爆破爆破后检查瓦斯五、炮眼布置图及爆破说明书（一）附图2：副斜井掘进工作面炮眼布置图、三视图、爆破说明书（二）爆破说明书 1.钻眼机具：使用7655型气腿凿岩机配合42 mm一字钻头进行钻眼。 2.爆破器及炸药 ：爆破使用MFB200型发爆器；炸药选用RM型煤矿许用乳化炸药。 3.雷管： 选用14段毫秒延期电雷管。 4.装药联线

20、方式：采用正向装药，串联联线方式爆破。 5.炮眼封填：每个炮眼至少装有一个隔水泥、一个水炮泥，余孔用黄泥封实至眼口，封泥长度不得小于0.5m，岩石段爆破最小抵抗线不得小于0.3m。 6.炮眼深度 ：循环进度为1.7m，取炮眼利用率85%，则炮眼深度LL/=2.0m，掏槽眼深分别为1.9m和2m。 表4-3-1 爆破原始条件表 名称单位数量名称单位数量巷道掘进断面积212.8炮眼数目个53坚固性序数f24雷管数目个53炮眼深度m2.0总装药量kg表4-3-2 装药量及起爆顺序表 眼号眼名眼数个眼深m装药量爆破顺序联线方式装药结构单孔小计卷数个质量kg卷数个质量kg16掏槽眼61.940.8244

21、.8串联连续反向装药715一圈辅助眼91.930.6275.41626二圈辅助眼111.930.4336.627、28、40、41帮眼41.930.4122.42939顶眼111.930.4336.64250底眼91.930.6183.651、52破碎眼21.930.461.253水沟眼21.930.461.2合计5323第四节 装载与运输一、装载、运输机械设备的名称、型号人工装载，刮板机运输，其型号为40T。二、安装位置、固定方式、安全设施的安设方式13203运输巷掘进距开口点20米，机头机尾采用14-16mm的圆木作压柱，实行机头机尾使用双压柱。三、装载与运输岩方式，运输距离1、掘进煤矸采

22、用40T刮板运输机运输至主井皮带运输机运输到地面，人工出渣。2、煤矸运输经工作面13203运输巷主井地面煤场。3、材料、设备用矿车装运，从地面到副斜井迎头工作面堆放整齐。第五节 管线敷设一、敷设的电缆、风水管路等，均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢固、整齐。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。二、风、水管必须吊挂，要接口严实，不得出现漏风、漏水现象。风、水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，20m外用2寸铁管，要随着工作面前进及时延长，以备工作面正常使用。第六节 设备及工具配备掘进生产系统所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量见表4-6-1 表4-6-1 设备及工具配备表 序

23、号设备、工具名称规格型号单位数量备注1锚杆钎1m棵102水泵7.5kw台13风钻钎2.0m棵34锚杆力矩扳手把25铁镐把36风钻ZPY-7655台27大锤个18发爆器隔爆型个39控制开关MQT-120台410馈电开关QBD-80台111刮板机40T台112铁锹把613风泵台114局部通风机2x15kw台215锚杆钻机MQT-120台216激光指向仪台1第五章 生产系统第一节 通 风矿井为全负压通风系统，本工作面采用局部通风机通风。一、通风方式及供风距离工作面采用局部通风机压入式通风，最大供风距离300米。二、风量计算 (一) 按炸药量计算Q掘 = 25A（3/min）式中：A掘进工作面一次爆破

24、的最大炸药用量，12.5KgQ掘 = 2510.5= 262(3/min)此为硝氨炸药计算公式，现在使用的是乳化炸药，无计算公式。(二) 按人数计算Q掘 =4n（3/min）式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。Q掘 = 420=80 (3/min)(三) 按局部通风机的实际吸风量计算Q掘 = Q局机 I （3/min）式中：Q局机 掘进工作面局部通风机的实际吸风量3503/minI 掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘 = 3501 = 350（3/min）通过以上计算，拟选用215kw对旋式DFBNO-7.1型局部通风机，该风机吸入风量为350-600m/min。三

25、、掘进工作面风速验算（一）按最低风速验算掘进工作面的最低风量Q掘9S掘 （3/min）式中：S掘 岩巷掘进工作面的断面积，6.162； Q掘 局部通风机吸风量3/min3503/min 6.169 = 55.443/min)（二）按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量Q掘 240S掘 （m3/min）式中：S掘 掘进工作面的断面积，6.16m2320 m3/min 2406.16= 1478.4（m3/min）通过以上计算及验算，选择215kw对旋式DFBNO7.1型局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。经验算，取风机风量350m/min选定风机。三、局部通风机的选型及安装地

26、点通过以上计算及验算，选则215kw对旋式局部通风机，配合600mm的双抗（抗阻燃、抗静电）风筒供风，该风机吸入风量320 m/min，能满足要求符合有关规定。为保证工作面正常供风的需要，选择双风机、双电源、自动切换方式供风。四、局部通风机安装地点和要求（一）、局部通风机安装地点局部通风机安装在主井内进风流中，距13203运输巷的回风口大于15米位置。（二）、局部通风机及风筒安装要求1、风机必须吊挂或放在风机托架上，距离底板不小于300mm。2、风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于5m。3、局部通风机实行挂牌管理，专人负责，实现“三专两闭锁”。4、风筒要求逢环必挂，拐弯处必须使用弯头，严禁拐

27、死弯。5、风筒接口要严实不漏风，风筒破口及时修补，工作面风筒不落地。6、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。五、通风管理一、局部通风机必须由专人负责管理，保证正常运行，其他人员不得随意停开。二、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒接头要严实、无破口、无反接头,接头要反压边、风筒吊挂要平直、逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯,风筒出口距工作面不大于5m，且迎头必须有两节备用风筒。三、每月定期检修局部通风机，严格执行停电检修审批制度，必须保证风机连续运转。四、安设双风机、双电源、实现自动切换，实现风电闭锁。附图：通风系统示意图第二节 压 风地面压风机房副斜井13203回风巷回风斜井13203运

28、输巷回风平巷13203运输巷掘进工作面。4寸、2寸高压铁管和1寸高压胶管接入工作面。第三节 瓦斯防治一、矿井有永久抽放系统，瓦斯治理严格执行“先抽后掘”的综合治理措施。二、加强通风管理，以保证工作面有足够风量,严禁无风、微风及瓦斯超限作业。三、瓦检员必须严格执行瓦斯检查的有关规定，严禁空班、漏检和假检，发现问题及时汇报处理。四、及时处理局部积聚的瓦斯。第四节 综合防尘消防尘水源来自地面200 m3 水池副斜井13203回风巷回风斜井13203运输巷回风平巷13203运输巷掘进工作面。4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。一、施工过程中，水管必须每隔50m，安装一个三通闸阀，有利益通防队安设防尘设

29、施，并且水管吊挂平直。二、通防队必须按照要求在施工巷道下口30m处安装一组全断面水幕，放炮出矸开启喷雾。三、工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻，停水停钻；装药放炮时使用好水炮泥。四、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用固定架焊接，水幕安装距离顶板不大于300mm。五、定期冲洗巷道防止粉尘堆积。六、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行清扫与冲洗。七、防尘设施齐全有效。八、施工人员必须佩戴防尘口罩。第五节 防灭火本巷掘进煤层为不易自燃，防灭火主要为防治外因火灾，矿井安设有消防水系统消防水源来自地面200 m3 水池副斜井13203回风巷回风斜井13203运输巷回风平巷132

30、03运输巷掘进工作面。4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。第六节 安全监控一、人员定位矿井安设有KJ73人员定位系统,设有人员定位分站，读卡器，井下人员配备了编码器。二、监测监控本矿监控系统为重庆梅安森KJ73N系统，本工作面安设瓦斯传感器安装位置及断电范围： T1安装在距离副斜井迎头不大于5m，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm。放炮时由瓦检员撤回，炮后由瓦检员恢复。瓦斯传感器报警浓度0.75，断电浓度0.8，复电浓度0.8。断电范围：掘进工作面巷道内及其回风流全部非本质安全型电器设备。T2掘进工作面回风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距离汇风

31、点10-15m，瓦斯传感器报警浓度0.75，断电浓度0.8，复电浓度0.8。断电范围：掘进工作面巷道内及其回风流中全部非本质安全型电器设备。3、安全监控的安装、使用、维护严格按煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)规定执行。三、便携式瓦斯报警仪的配备和使用。跟本矿长、安全员、队长、技术员、爆破工、班组长、流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。第七节 供 电供电线路的高压电缆从地面变电所引出，经主井13203运输巷工作面。第八节 排 水根据工作面预计涌水量小于0.5m3/h，采用3寸的钢管，用7.5kw的潜水泵排水到主井水沟，

32、通过水沟排水到中部水仓，由中部水仓主排水泵排到地面。 第九节 运 输一、运输方式、设备的名称、刮板机运输。二、运输路线（一）掘进巷道采用人工将煤矸装到40T刮板运输机运输到主井皮带运送到地面。（二）矸石经工作面13203运输巷副斜井地面矸石山。（三）运煤经工作面13203运输巷主井地面煤场。（三）材料、设备用矿车装运，从地面到副斜井到工作面堆放整齐。第十节 照明、通信和信号一、照明设施、位置等采用矿灯照明二、通讯设施、电话位置等采用矿用防爆电话通讯副斜井（8310）队值班室（8364）或矿调度室（8300或#）三、信号装置的种类和用途等信号综保、防爆电铃，用于井下开启设备时传递信号。第六章 劳

33、动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织作业方式、劳动组合、劳动力配备、出勤率。采用三班八小时作业制，人员配备如表6-1-1 表6-1-1 劳动力配备表 序号工种 在册人数出勤人数备注夜班早班中班合计1班长622262打眼工622263锚杆支护工622264刮板机司机311135信号工311136放炮工311137出矸工12444128直接出勤合计3913131339第二节 作业循环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，工序与工序之间尽量做到交叉作业、平行作业，以充分利用工作时间，提高工作效率。附表：正规作业循环图表。第三节 主要技术经济指标 表6-

34、3-1 主要技术经济指标表 序号项目单位指标备注1巷道设计长度m3202巷道掘进断面m6.93巷道净断面m6.164在册人数人395出勤人数人366出勤率%907循环进度m1.68日进尺m4.89月进尺m13010循环率%9011单位材料消耗元/m12炸药消耗kg/m16.8813雷管消耗发/m29.3014坑木消耗m/m015水泥消耗kg/m1616砂子石子消耗kg/m2017支架消耗架/m0第七章安全技术措施第一节 一通三防一、通风与瓦斯管理安全技术措施（一）供13203运输巷安设的风机和瓦斯自动监测报警装置，必须保证“双风机，双电源”，风机必须实行“三专”供电，主、备用风机必须安设自动切

35、换装置，局部通风机和启动装置必须安设在新鲜风流中，且距污风口的距离不得小于10m。工作面的所有电器设备必须实行“风电、瓦斯电闭锁”，电器设备必须完好，严禁失爆。（二）必须派专人对瓦斯自动监测报警装置进行管理，经常调试保证其灵敏准确。（三）掘进过程中，风筒出风口距迎头的距离为25m。（四）掘进工作面每班必须派一名瓦检员跟班检查瓦斯，严禁空班漏检。（五）掘进工作面必须根据本作业规程的要求配足风量，严禁无风、微风或瓦斯超限作业。（六）爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1时，严禁打眼、装药和爆破，工作面风流中瓦斯浓度达到1.5时必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理，电动机及其开关地点附近2

36、0m以内风流中瓦斯浓度达到0.5时，必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理。工作面内局部瓦斯的管理必须严格按照有关规定执行。因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到1.0以下时，方可人工恢复送电。（七）工作面风流中CO2浓度达到1.5时必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。（八）掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度1.0%或CO2浓度1.5%时,都必须停止工作,撤出人员,采取措施，进行处理 。（九）掘进过程中，若因临时停电或其它原因，局部通风机停止运转时，都必须切断电源，撤出人员，在恢复通风前，必须先由瓦检员检查瓦斯，只有停风区瓦斯浓度1.0%或CO2浓度1.5

37、%.且风机及开关地点附近10m以内风流中瓦斯浓度都0.5%时,方可由瓦检员开动局部通风机恢复正常通风。如果停风区瓦斯浓度1.0%或CO2浓度1.5%时,必须制订瓦斯或CO2排放的安全技术措施进行处理。（十）该工作面临时停工时不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内,并向矿调度汇报；停工区内瓦斯和CO2浓度达到3%或其它有害气体浓度超过煤矿安全规程第100条规定,不能立即处理时,必须在24小时内封闭完毕。（十一）如果瓦斯断电仪出现故障造成联锁开关送不上电,应立即通知通风调度派人处理,任何人不允许将断电仪甩掉不用或将控制小线短接。（十二）掘进工作面中的机电设备的各种保护必须齐全,严禁甩掉保护装置。（十三）施工过程中，必须保证风机正常运转，严禁乱停风机，若风机停止运转时，必须及时撤出人员，切断电源。局部通风机的停开必须由瓦检员负责，其他人员严禁擅自开停风机。第二节 顶板管理安全技术措施一、敲帮问顶及找掉安全技术措施（一）施工过程中，必须随时进行敲帮问顶和找活石活矸。（二）每次爆破后，带班队长必须先组织人员对迎头顶板及两帮进行敲帮问顶和找掉工作。找掉必须两人进行，一人找掉，另一人观山。找掉人员和观山人员必须站在后方支护完好的安全地点作业。找掉点下方严禁有人。（三）找掉时，必须采用2.5m以上的长柄工具按由外往里、先顶后