1902联络巷掘进作业规程1.doc

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1、第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称：1902联络巷。二、巷道用途：回风、运料。三、设计长度、坡度及服务年限：1、1902联络巷设计长度200m，巷道的坡度与煤层倾角一致。2、服务年限至少1年。四、巷道施工顺序：1902联络巷由A点拉门抓煤层顶板施工，采取综掘机掘进的施工方法。巷道断面：净宽3.8m，净高2.6m。附：1902联络巷平面布置图第二节 编写依据根据煤矿安全规程及矿井地质说明书和改扩建设计为依据，编制并严格遵守煤矿工人操作规程和上级有关文件精神及质量标准化要求。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空区开采情况采 区工程名称1902联络巷地面标高（m）井下标高地面

2、的相对位置及建筑物地面的相对位置为下辛佛矿宿舍楼和综合楼。掘进对地面设施的影响此巷道，不进行回采作业，因此对地面无任何影响。邻近情况此巷道位于下辛佛的井田之内，北部、西部、东部为未开采区域，南部为矿井边界。第二节 煤岩特征该煤层结构简单，煤为黑色块状，条痕为棕色；玻璃金属光泽，煤的视密度为1.56t/m3。该煤层为低灰、特低硫、低磷、中高发热量焦煤，主要用作炼焦配煤。硬度为普氏硬度23。煤层情况表煤层厚度/m0.81.58煤层结构简单煤层倾角/（度）5（平均）煤 种焦 煤稳定程度较稳定硬 度23煤层情况描述煤层厚度较稳定，走向6575之间；倾向155165之间，倾角47之间，平均倾角5.5。第

3、三节 煤层顶底板情况煤层直接顶为砂质泥岩，局部含有铝土泥岩、炭质泥岩伪顶，老顶为砂质泥岩。与区域上同类岩石比为坚硬岩石，根据其岩性组合应属稳固性岩石。 煤层直接底板为铝土泥岩、砂质泥岩，属不坚硬岩石。老底为细砂岩，属稳固性岩石。煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度（m）特征描述基本顶砂质泥岩6.0m稳定性较好直接顶泥岩和粉沙岩3.5m呈深灰色和灰黑色，夹带中粒砂岩煤层或煤线，层理发育伪 顶炭质泥岩0.18m随煤及落直接底铝土泥岩、砂质泥岩平均厚度4m水平层理较发育基本底泥岩12m较稳定第四节 地质构造 该矿区无大型断裂构造，可能遇到一些小型构造，小褶皱或陷落柱。要加强涌水观测。第五节 水文地

4、质情况 本区域有山西组隔水层位于巷道顶板，其裂隙不发育；为良好隔水层。该区域位于太岳山脉的中南段，为低山丘陵区，属干旱、半干旱大陆型气候，地势南高北低。地形复杂，沟谷发育。地表坡度大，有利于地表水泾流排泄，除雨季外常年无水。巷道掘进时，顶板遇局部小构造部位，会出现滴淋水情况，为砂岩裂隙水，涌水量0.020.03m3/h，水量小，不会受水影响。煤层柱状图第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1、预掘巷道规格：断面为矩形，巷道净宽为3.8m，净高为2.6m。面积9.88；巷道均按测量给定的中心沿煤层底板施工。附：巷道断面图第二节 矿压观测1、观测对象：施工的巷道。 2、观测内容：巷道顶板离层量

5、，锚杆的锚固力。3、观测方法：巷道拉门口设置一组顶板离层观测点、每掘进50m对顶锚锁锚固力进行1组测试，每组3根，帮2根、顶1根。4、数据处理：顶锚索锚固力11t，顶锚杆锚固力8.8t，帮锚杆锚固力3t。巷道断面图（mm）第三节 支护材料选型、要求及支护方法该巷道支护方式采用锚杆、金属网、锚索联合支护方式。顶锚杆间距为1300，排距为1000；帮锚杆布置为两排，间距为1.0m，排距为1.0m；锚索排距为4.0m。一、支护材料选型1、锚杆支护材质及参数选择。 锚杆长度：L=N（1.35+W/10）=1（1.35+7.7/10）=2.12m。取2.2m。 锚杆间距：M=0.452.2m=990mm

6、。取1000mm。 锚杆直径：d=L/110=2200/110=20mm。取20mm。 根据支护参数计算使用202200 mm的螺纹钢锚杆。2、锚索支护材质及参数选择：受开采深度变化的影响，岩石垂直应力为：z=8=82.562.95=60(T/m2)式中：上覆岩层的平均容重，取2.42.6T/m3；岩石重力自然分解量深度，8H高m。在垂直应力作用下水平应力为：x=y= z=1/260=30(T/m2)式中：岩石的泊松比，取0.5。按计算结果分析,所以围岩体内应力值变化范围为1015Mpa。查表确定预应力锚索的抗拉强度符合要求的锚索直径为d=15.24mm。 锚索长度确定为：L=N(300+60

7、000/10)=6300(mm) 取6300mm。(N=1)二、支护材料要求及支护方法1、锚杆支护材料要求：锚杆为等强锚杆，顶锚杆长度2200mm，锚杆直径为20mm，帮锚杆长度1700mm，锚杆直径为20mm；金属网采用8铁线编制而成70mm80mm的菱形网孔金属网，金属网规格为：长宽=5000mm1200mm；网与网之间搭接宽度200mm，铺设时，每间隔200mm用12铁线绑接一次，金属网要求在钢带位置搭接。钢带采用7.8mm的钢丝绳加工而成，长度为4200mm；锚索选用7股扭制而成的钢绞线，长度为6300mm，直径为15.24mm；锚索托铁使用12#工字钢加工而成，长度为300mm。2、

8、锚杆、金属网、锚索支护要求（1）按作业规程规定的排、间距布置锚杆、锚索，其排、间距最大误差为50mm，其相邻两根位置错差不大于30mm；（2）锚杆、锚索安装前，检查树脂锚固剂状态，严禁使用过期、硬结、破裂、变质失效及不合格的锚固剂；（3）顶锚杆孔装2个锚固剂，帮锚杆孔装1个锚固剂，锚索孔装3个锚固剂； （4）锚固剂搅拌时间为15秒，然后等待40秒后再紧固螺母，螺母扭力矩：顶锚杆不小于100 Nm，帮锚杆不小于60 Nm；（5）锚杆外露长度为40mm60mm； (自螺母外边缘起）（6）锚索外露长度为200mm300mm；(自锁具向下起）（7）锚索在顶板完整，两帮稳定时，滞后工作面距离为4.2米，

9、遇地质构造、顶板破碎、两帮不稳定时，锚索必须紧跟工作在面；（顶板破碎、两帮不稳定必须由当班矿级领导、跟班队干、专业技术人员现场确认）（8）锚索托铁必须垂直与钢带；（9）铺网时必须拉紧，使金属网紧贴巷道围岩面；（10）帮网必须顺着巷道铺设，上部两排锚杆及帮网滞后工作面不得大于10m，下部支护及帮网滞后工作面不得大于30m，但网必须与上部网连接好，两帮必须按设计标准刷齐。遇地质构造、顶板破碎、两帮不稳定时，帮部支护必须紧跟工作面，帮网紧跟铺设时，过长部分必须返捆在两帮，不能影响行人及掘进机前掘；（11） 安装后的锚杆、锚索必须排列整齐成行。（12）支护前，必须先挂好金属网和钢带，严禁拆卸锚杆托盘挂

10、金属网和钢带，防止造成顶板二次下沉。（13）遇到顶板破碎或地质构造时，可根据现场情况加长锚杆长度，缩小锚杆间、排距。（14）设计顶锚杆锚固力不得小于7吨，帮锚杆锚固力不得小于3吨，锚索预应力不得小于10吨；(锚索机读数为30MPa)（15）循环进度为3.0m，临时支护距离为3.2m，遇地质构造及顶板破碎时，循环进度为1.0m，临时支护距离为1.2m。（顶板破碎必须由当班矿级领导、跟班队干、专业技术人员现场确认）（16）所有掘进工作面严格按照规定每50米进行一组拉拔测试或分段进行测试。分组测试时：每组测锚索两根、顶锚杆三根、帮锚杆三根；对不合格或失效的锚杆、锚索必须及时进行补打；分段测试时，合格

11、率低于90%时，该段巷道认为支护不合格，停止前掘作业，重新补打该段巷道支护。（17）锚索紧固时，必须由两名工人协同将锚索锁头装在预紧锚索上托住，然后启动锚索机完成初次固定，再进行锚索预紧，预紧前锁头周围45范围内严禁有人作业、通过或停留；达到预紧力规定后，必须由两名工人协同托住锚索锁头后才可卸压。3、锚杆、金属网、锚索支护方法顶部支护为一条钢带4根锚杆，1根锚索；首先连好金属网，打顶部两边的锚杆眼，并上好钢带，注好锚杆，然后再进行其它锚杆或锚索支护；帮部支护为4根锚杆，每帮各2根，帮锚杆间距为1.0m，排距为1.0m，上部距顶锚杆200mm，下部距底板1200mm；帮网必须顺着巷道铺设，搭接宽

12、度为200mm，并且每隔200mm用12#铁丝绑扎一次；锚索间距为4.0m，如顶板破碎或遇地质构造时，锚索支护必须改为每排布置两根或适当加密，（顶板破碎必须由当班矿级领导、跟班队干、专业技术人员现场确认后立即执行）第四节 支护工艺一、支护形式及材料规格1支护形式：（1）正常巷道顶板采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。顶锚采用20mm2200mm的等强锚杆，间排距1300mm1000mm,锚索采用22mm6300mm的钢绞线，为7股钢丝扭制成，配用矿工钢加工的托盘，托盘长度200-300mm。间距为4.0m，顶部网按巷道横向铺设。（2）两帮采用20mm1300mm的树脂锚杆，间排距为1000m

13、m1000mm，两张网（长边靠近两帮顶板）。（3）如遇顶板节理发育、断层、地质构造带、围岩松软、压力较大地段，锚杆支护要紧跟迎头，严重时应加密锚索或缩小支护间排距。2安装锚杆要求：（1）锚杆外露长度从螺母外算起在40-60mm范围内。（2）帮锚杆按设计要求布置，锚杆角度允许偏差15。（3）顶锚每孔使用2支锚固剂，帮锚每孔使用1支锚固剂。安装锚杆时将锚固剂用锚杆送至孔底，搅拌时间25s-30s。搅拌停止后，等待2-3分钟，拧紧螺母。（4）帮锚网支护：允许滞后工作面不大于20m，若两帮煤岩破碎，滞后工作面不大于5m。(5)最大空顶距为2.2m。3铺连网要求：帮网靠顶板长边沿巷帮铺设。相邻网搭接10

14、0-150mm，每隔200mm用12#铁线绑扎一道，且必须拧紧不少于3圈。4锚索支护要求：（1）锚索必须按设计进行布置。当巷道顶板破碎，需加强加密顶板支护时，必须根据情况使用锚索加固。锚索规格为15.5mm6300mm，每孔使用3根锚固剂。锚索锁紧压力为30Mpa。（2）锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度250300 mm。5、支护强度校核(1)、锚杆强度校核锚杆强度根据经验公式计算（1）锚杆长度校核：理论长度 L1=N（1.3+W/10）=1(1.3+4.2/10)=1.72(m)实际长度:Ls=2.2(m)校核: 因为LsL1，所以，锚杆长度满足要求。（2）锚杆间排距校核：

15、理论间排距：D10.5Ls D 0.52.2=1.1m D11.1m实际间排距(顶板):Ds=1.01.0m实际间排距(两帮): Ds=1.01.0m校核： 因为 Ds1 所以，锚杆直径满足要求。（4）锚杆拉力（锚固力）校核理论应具备锚固力Q1=KHD2R=22.21.02.5=11T实际锚固力Qs经井下实测锚杆拉力应大于11T校核：因为 QsQ1 所以，锚杆拉力（锚固力）满足要求。上述各式中符号说明：W巷道最大跨度 （4.2m）N围岩稳定影响系数 （取1）K安全系数 (取2）H锚固岩层厚度（2.2米锚杆，锚2.1米）D2锚杆间排距之积（1.0/m）R岩石容重（取2.5吨/m）6、文字说明支护

16、方式的选择(1)、施工时支护采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。锚杆采用20普通螺纹钢锚杆,长度为2.2m。托盘1201207(mm)中孔20mm铁板。(2)、锚固剂20，L=500mm。二、支护工艺要求（一）临时支护1、临时支护形式：（1）前探梁及吊环规格：前探梁：边长各为100mm，长4.5m的方钢。吊 环：边长150mm（方形吊环）（2）吊环的固定：使用吊环固定时，用顶锚杆螺母固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣。如遇顶板掉顶时或用40T刮板输送机链代替吊环。2、临时支护工艺、工序及要求：（1）掘进机掘进达到设计尺寸后，将掘进机退出距工作面最后一排锚杆5m外的安全地点，使截割头落地，闭锁截割

17、部电机，断开掘进机上的电源开关。操作人员站在完好支护的巷道下，用长柄工具进行敲帮问顶工作，处理干净顶帮的活矸（煤），确保无问题后，人员站在永久支护下上好吊环，施工人员将前移前探梁。（2）前移前探梁时，班组长亲自指挥，并指派专人监护帮顶，发现问题及时处理，前探梁末端必须有防滑铰链。（3）前探梁移完后，将防护托梁及时放置之上，方可进行下一道工序。3、临时支护平面图、剖面图见下图：说明：掘进完成后，临时支护移至准备施工的第一排支护处，锚完后，临时支护移至准备施工的第二排支护处，依次顺序施工。（二）锚杆、锚索支护工艺及要求：1、掘进巷道成形操作人员退机后用长柄工具进行敲帮问顶前移前探梁打顶锚杆挂网安装

18、托盘打帮锚杆挂网安装托盘。2、更换钎杆、安装锚索线必须在锚杆机停止运转的情况下进行。3、锚索线必须插到锚索顶子底部，并拧紧螺丝，确保锚索线与锚杆机连接牢固。4、锚索线锚固后，当班锁紧。若巷道顶板破碎锚索必须马上锁紧。二、工程质量标准1、巷道净宽：中心至任何一侧不小于设计尺寸，不大于设计尺寸100mm。2、巷道净高：不小于2400mm。巷道高度正常情况下不高于设计尺寸200mm，不小于设计30mm。3、锚杆间排距：允许偏差50mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法该巷道在开拉门施工时，将采用人工风镐掘进的施工方法，其余巷道均使用综掘机掘进多工序交叉作业，一次成巷的施工方法。该巷道在遇地质构造掘进

19、机无法正常掘进时，将采用钻眼爆破法施工。第二节 凿岩方式一、 人工风镐掘进施工方式：1、 采用G10型风镐，人工掘进。2、 生产工艺流程：上一循环支护工作完成后，交班人员撤出工作面所有工具、设备、清理杂物，检查风筒、探头（距工作面距离）等符合交接班制度要求后，方可离开。 接班人员进入工作面后首先进行安全检查无问题后，开始施工探水钻孔，打钻结束后无异常现象方可撤出人员，作业人员进入工作面，做全方位的安全检查，确认安全后方可进行作业风镐裁割、装、运裁割成形，人工往刮板机装、运煤、矸敲帮问顶临时支护顶、帮支护。3、顶板完整时，最大临时空顶距1.2m。顶板破碎时，最大临时空顶距根据实际情况决定。二、机

20、掘施工方式：1、该巷道掘进采用EBZ150 A型综掘机掘进。2、生产工艺流程：上一循环支护工作完成后，交班人员撤出工作面所有工具、设备、清理杂物，检查风筒、探头（距工作面距离）等符合交接班制度要求后，方可离开。 接班人员进入工作面后首先进行安全检查无问题后，开始施工探水钻孔，打钻结束后无异常现象方可撤出人员，掘进机进入工作面，做急停试验、报警掘进机割、装、运掘进成形，扫净工作面浮煤、矸，掘进机后退敲帮问顶临时支护顶、帮支护。3、顶板完整时，最大临时空顶距3.2m。顶板破碎时，最大临时空顶距根据实际情况决定。三、施工设备与供电情况见表3配套设备一览表 序号名 称型 号单位数量动力配套方式1综掘机

21、EBZ150A型台1电动独立2带式输送机DSP-650部1电动独立3锚杆钻机MQT120台4风动独立4风煤钻ZMS30台3风动独立5风 锤YT-28部1风动独立6桥式转载机QZP-160台1电动独立7风 镐G10台4风动独立8刮板输送机40T台4电动独立9绞 车JD-25部4绞车10控制开关BQD4-120个1211馈电开关KBZ-200个1212激光指向仪台113综 保ZBZ-4.0个1014局部通风机FBD-NO5.5/215kw台1四、综掘机截割顺序1、综掘机截割部首先切割下层煤中间夹层顶煤。2、综掘机掘进施工注意事项： 、顶板完整时,每循环进尺为3000mm,最大控顶距不超过3200m

22、m。 、为确保工程质量，司机应对掘进断面的煤岩分布及其层理结构有足够的了解，切割时应根据巷道围岩的变化、煤岩分布情况及破碎难易度等合理选择切割起始点。 、司机起动综掘机前或检修需要起动调试前，必须先发出报警，确定机器周围危险区域内无人在场，掘进机前面切割臂旋转范围内铲板和链板机工作范围内严禁有人作业或停留。移动或改变掘进机作业方位前，应事先提醒综掘机作业范围内人员注意并撤离。IV、切割时必须先切割下层煤，然后再切割中间夹层，确保巷道造型，最后切割顶煤。顶板破碎时，根据现场情况决定切割顺序。五、巷道遇见落差较大断层综掘机无法正常掘进时采用钻眼爆破法施工方式。1、钻爆法施工：施工时按设计巷道的中线

23、、腰线施工。采用综掘机或人工、链板机联合出货。迎头施工顶板完整时两掘一锚，顶板破碎时一掘一锚。2 、工艺流程：施工工具：YT-28风锤、中空六角钻杆配“一”字型钻头打眼或风煤钻；爆破工具：MFB-200型起爆器起爆，煤矿许用2级安全乳化炸药，15段毫秒延期电雷管。毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不超过130ms。3 、工艺流程：交接班安全检查打上部眼出矸打下部眼装药联线 放炮通风安全检查（临时支护）打顶部锚杆（锚索）挂网 打帮部锚杆挂网整理工程质量。每循环进尺2.0米，顶板破碎或遇到构造处改为循环进尺1.2米。 第三节 装载与运输 一、运输方式 1、1902联络巷运输方式：工作面煤、矸9煤回风

24、联络巷主斜井地面。 2、大型设备及材料（新主斜井口装矿车或平台车）材料运输大巷55KW绞车材料下山五川变电所回风大巷工作面。 二、运输设备的铺设1、轨道的铺设：（1）工作面采用24m轨道铺设，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过2-5mm，内错差不超过5mm，水平偏差不超过2mm，木枕间距1.0m；轨枕必须垫实,轨道距工作面50m100m。（2）运输沿线保持清洁无杂物，每月对铺设的轨道至少检查一次。2、输送机的铺设：（1）机头、机尾与巷帮距离不小于0.7m，其它部位与巷帮距离不小于0.5 m。（2）胶带输送机机头主体架行人侧用金属网挡严，机尾安设防护罩，皮带架要求平直。第一部皮带头

25、迎头必须设置迎煤板。（3）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效，要求平直。（4）刮板输送机机头、机尾采用打底锚固定。机头底锚数量不少于4根，打在固定的机座孔内，机尾底锚数量不少于2根。采用20mm1600mm的等强锚杆，锚固力不小于5t。 3、绞车的安装：小绞车固定采用打混凝土(混凝土标号为C20)基础打6根锚杆固定。基础规格按矿机电科设计执行。斜巷运输“一坡三挡”，其位置为帮道绞车往下一列车长度处设置阻车器，阻车器下方3-6m处设置挡车栏。挡车栏基础采用打砼，其规格为1.0m1.0m0.5m（长宽深）。挡车栏的开启方式采用远方操作。第四节 管线铺设一、各类管线、运输设施的布置及要

26、求1、风筒、电缆、风水管路按巷道断面图布置。2、风管、水管用专用钩绑在帮锚杆上，每隔35m一个钩，悬挂高度不低于0.5m，距工作面不超过20m。3、电缆挂在专用的电缆钩上，电缆钩挂于固定在顶板15.5mm钢丝绳上，钢丝绳绷紧固定在顶板上，电缆钩间距600mm，且每钩只准挂一根电缆。第五章 生产系统第一节 通风系统1、通风方式及供风距离本掘进工作面采用压入式通风，最长供风距离为200米。局部通风机安设在原主运输巷，距拉门口不小于1520米处。2）通风系统新风：原主运输巷局部通风机风筒工作面。乏风：工作面西部回风大巷集中回风巷回风斜井地面。3）风量计算（1）按同时工作的最多人数计算： Q = 4N

27、=49=36m/min式中：N 工作面同时工作的最多人数。（2）按工作面瓦斯浓度计算： Q = 100qk=1000.0952.0 =18.9m/min 式中： q 工作面绝对瓦斯涌出量（按煤层瓦斯含量0.5m3/t，掘进工作面日出煤矸量272t计算）k 工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0。（3）工作面风速校核：取工作面需要风量Q =36m/min进行校核如下：A、按最高风速校核Q高=46010.92=2620.8m/min QQ高 （工作面风量符合规定）B、按最低风速校核Q低=0.256010.92=163.4m/min QQ低 （工作面风量不符合规定）因此，将该工作面风量选择为Q =170

28、m/min 即：Q高 Q Q低注：因工作面按炸药量计算所需风量过高，现有局部通风机风量无法满足要求，故不以此项作为工作面计算依据。但要求爆破前该掘进巷道内的人员必须撤到两掘进工作面回风交叉口以外，爆破后，必须待掘进巷道内炮烟排尽后，人员方可进入工作面。4）局部通风机选型根据风量计算结果，工作面设计风量为170m/min，按百米漏风率2.5%计算，局部通风机供风量不小于252m/min。选用215kW局部通风机，通风机吸入风量为240-380m3/min，能够满足工作面通风需求。5）分流风量计算Q掘=Q扇Ii+15S = 3001+156 = 390 m3/min式中： Q掘掘进工作面分流风量；

29、 Q扇局部通风机吸入风量，取300m3/min； Ii工作面同时通风的局部通风机台数； S局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的巷道断面，m2。通过上述计算，将本掘进工作面分流风量确定为不小于390m/min。第二节 压 风掘进工作面的压风风源由地面压风机统一供风。第三节 防尘、防火1、防尘系统：地面防尘水池原皮带斜井11煤运输施工道皮带运输大巷副井井底车场工作面。2、该掘进工作面及原皮带斜井沿途巷道设置57mm以上直径防尘管路，并且每50m设有一处三通阀门，各转载点及喷雾安装处附近也必须设置三通阀门。3、喷雾装置、隔爆水袋设施的设置。第四节 安全监控一、瓦斯传感器1、工作面设甲烷传感器T1

30、a 安设位置：距工作面5m，距侧帮200mm，距顶板（或顶梁）300mm，顶板支护好的地方垂直悬挂，不得与风筒设置在同一侧。b报警值：CH41.0%c断电值：CH41.5%d复电值：CH41.0%e断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。2、回风流设甲烷传感器T2a安设位置: 距施工掘进巷拉门口1015m，距侧帮200mm，距顶板（或顶梁）300mm，顶板支护好，便于行人观察的地方垂直悬挂。b报警值：CH41.0%c断电值：CH41.0%d复电值：CH41.0%e断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。二、安全管理1、工作面甲烷传感器由掘进当班班组长负责按规定位置及时移动，由作业地

31、点瓦斯检查员负责检查监督。2、瓦斯监测维护人员每天至少对该地点甲烷检测传感器及安全监控设施巡视检查一次，并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检查。3、瓦斯监测调校人员每七天使用标准甲烷气样和空气气样对该地点甲烷传感器调校一次，并对甲烷超限报警、断电功能进行测试，确保报警断电功能准确灵敏可靠。4、当班瓦斯检查员负责对该地点的甲烷传感器检测精度和设置情况进行检查，如有精度超差现象，及时向安全监控中心站汇报。5、安全监测值班人员接到安全监控系统出现故障和异常现象通知后，要立即赶到现场，对故障进行及时处理，并将原因和结果汇报矿调度。第五节 供电第六节 供水及排水1、掘进

32、工作面的水源由地面工业广场管路统一供水。2、工作面积水用4寸管路到地面水仓。 第七节 运输、信号及通讯照明1、运煤系统：工作面煤、矸9煤回风联络巷主斜井地面。2、材料设备运输系统：地面材料运输大巷55KW绞车材料下山五川变电所回风大巷工作面。3、信号：各部输送机、绞车间设置独立的双向对打声光兼备信号装置。4、工作面安装一部直通地面生产调度的电话。5、工作面及运输巷由运输拉门处的照明综保引出照明线路向照明供电。第六章 劳动组织及主要经济技术指标第一节 劳动组织1、劳动组织：见劳动组织表 2、作业方式：班组实行“三八”工作制，三个生产班。 劳动组织配备表 工种名称在册人数出勤人数出勤率%夜班早班中

33、班在册出勤在册出勤在册出勤掘进机司机4380111111掘进机辅助司机4380111111溜子司机15680222222支护（探水工）272480888888安全员4380111111代班长4380111111瓦检员4380111111队长4480111111机电工10980333333合计7658191919191919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，充分利用工作时间，提高工时利用率，见表5乙班综掘循环图表 甲、丙班综掘循环图表 第三节 主 要 技 术 经 济 指 标主要技术经济指标 项 目单 位数 量项 目单 位数 量循环要求进

34、 度m4.8顶锚杆根/ m6.875日次数个日3帮锚杆根/ m12.5循环率90锚索套/ m1.875月循环次数次月85.5锚固剂根/ m20进度要求班进度m4.8金属网m2/ m11.2日进度m14.4雷管个/ m16.25月进度m388火药Kg/ m14.88定员在 册人76直接工人33效率延 米m工0.27立 米m3工1.89出煤矸量循环立米60.48班立米60.48日立米181.44第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、局部通风管理1、工作面局部通风机安设位置按附图所示，该处进风量必须大于390m/min，并且局部通风机与回风口之间的巷道风速不小于0.25m/s，局部通风机吸风口上风

35、侧10m范围内严禁堆放任何物品。2、该工作面初期使用600mm胶质阻燃风筒供风，掘进距离达到100m后更换为800mm风筒。风筒吊挂必须平直、逢环必挂；风筒拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯；风筒接头必须实行双反压边、无反接头且严密不漏风。3、在与全风压回风上风侧的第一节风筒上设置卸压三通，以满足工作面排瓦斯工作要求。4、本工作面局部通风机实行“三专、两闭锁”和“双风机、双电源”。每天乙班由施工单位电工负责进行一次“双风机，双电源”自动切换试验，每五天由机电科、安监处、保安区及施工单位联合进行一次“双风机，双电源”自动切换试验，并对“风电闭锁” 性能进行验证，确保其功能正常，并有记录存档备查。5、工

36、作面主局部通风机与同等能力的备用局部通风机自动切换的交叉风筒采用直径600mm长5m的抗静电阻燃风筒制作。自动切换的交叉风筒安装在局部通风机出口处，交叉风筒的接头要严密不漏风，并且主局部通风机与备用局部通风机风筒高度保持一致，并距巷道底板高度不小于300mm。6、主局部通风机和备用通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证主局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。若主局部通风机和备用通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，主局部通风机和备用通风机均不得自动启动，必须人工开启局部通风机。7、风筒出口与工作面迎头距离不准大于7m。白班延接风筒工作由专职风筒工负责，夜班由瓦斯检查

37、员及工作面班长共同负责。若风筒损坏必须及时进行修补，因风筒损坏造成工作面风量不足时，工作面必须停止工作，撤出人员，对风筒进行更换。8、测风员至少每5天对局部通风机分流风量及工作面末端风量进行一次测定，如果风量不符合规定，必须立即停止工作面作业，查明原因，进行处理，并及时向矿调度、通风调度汇报。9、局部通风机必须保证正常运转，由施工单位电工负责管理局部通风机，任何人不得随意停开局部通风机。10、因检修或其它原因需要停电时，停电单位必须提前一天提出书面申请并经相关单位签字同意后方可实施，并严格按申请规定停其中的一路电源。当两路电源必须同时停电时，施工单位必须提前通知矿调度，并编制排放瓦斯措施及停送

38、电措施，经矿总工程师组织相关单位会审后，严格按措施规定执行。二、瓦斯管理1、由瓦斯监测人员负责每七天对工作面“瓦斯电闭锁” 装置进行一次功能测试，确保其灵敏、准确、可靠，并作好记录存档备查。2、该掘进工作面回风流中允许的最高瓦斯浓度为低于1.5%。当工作面瓦斯浓度达到1.0%时，必须立即停止工作，查明原因，进行处理；如果工作面瓦斯浓度达到1.5%或回风瓦斯浓度达到1.0%，必须撤出人员，切断电源，并向矿调度及有关领导汇报(人员撤至原皮带斜井)。3、巷道掘进过程中，若出现高顶，必须及时设置观测管，对高顶内瓦斯浓度进行检查。工作面及其回风巷道内体积大于0.5m的空间，积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，

39、其附近20 m范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。4、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可由电工人工手动复电。5、工作面或回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员、汇报矿调度，查明原因，并采取措施进行处理。6、工作面设置专职瓦斯检查员，每班对工作面的通风及瓦斯情况的检查、汇报次数不少于2次，发现工作面存在“一通三防”隐患时，必须立即进行处理和及时汇报。7、工作面作业时，迎头与瓦斯传感器之间顶板必须悬挂便携式甲烷检测仪。8、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，瓦斯检查员对栅栏外的

40、风流中瓦斯浓度每小班至少要检查汇报一次。9、局部通风机因故停止运转时工作面必须立即撤出人员，并由瓦检员负责在巷道入口处设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内。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1%和二氧化碳不超过1.5%，且局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可由电工人工启动局部通风机恢复正常通风。10、在过旧巷前，认真做好旧巷内的瓦斯和其它有害气体的检测工作。在过旧巷期间，每班必须安排专职瓦检员现场监测，安监员现场监督。严禁瓦斯超限和其它有害气体超限作业。11、如果停风区域中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%，但最高瓦斯和二氧化碳浓

41、度不超过3%时，瓦斯检查员必须汇报矿调度和矿总工程师，并与工作面当班班长（或跟班队长）、安监员、电工一起按如下规定执行：（1)切断回风流所经巷道的所有非本质安全型电气设备电源；（2) 由于本掘进工作面排瓦斯回风流所经的路线为：工作面回风道回风大巷风井。因此，在排瓦斯前必须撤出上述区域内全部人员，并在下列地点设置警戒：9煤回风联络巷和回风道岔口上20米处；风井人行通路口。警戒必须执行“去二回一制”， 警戒人员在设警途中清净警戒区域内人员。警戒人员到达警戒地点后，一人执行警戒、一人返回通知瓦斯检查员，并在瓦斯检查员手册上签字。警戒人员必须坚守岗位，严禁任何人员进入排瓦斯回风所经巷道。在全风压混合风

42、流中的10米处必须悬挂甲烷传感器及便携式检测报警仪；在局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%的情况下，人工启动局部通风机，并利用排瓦斯“三通”控制送入掘进巷道内的风量，确保全风压混合处风流中的瓦斯及二氧化碳浓度均不超过1.5%；排放瓦斯过程中，掘进巷道入口处的排风流中瓦斯浓度下降到1.0%以下、二氧化碳浓度下降到1.5%以下后，由瓦检员、安监员、工作面当班班长（或跟班队长）一同进入掘进工作面进行检查，确认整个掘进巷道通风、瓦斯情况正常后在工作面签字，并向矿调度汇报。排放瓦斯工作完毕后，电工对整个掘进巷道内的电气设备进行检查，确认完好后，方可人工恢复该掘进巷道内电气设备的供电。11、如果停风区中的瓦斯与二氧化碳浓度超过3.0%,必须制定专门的排瓦斯安全措施，报矿总工程师批准，在排瓦斯过程中严格按措施规定执行。三、防灭火管理1、巷道掘进过程中，顶部严禁留有顶煤并清除底板浮煤，防止浮煤氧化自燃。2、掘进回