2采区回风掘进规程.doc

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1、第一章 概述第一节 概述我矿根据山西省煤矿资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核200673号文件关于临汾市蒲县煤炭工业资源整合有偿使用方案的核准意见，同意我矿由蒲县黑龙关南峪煤矿、蒲县黑龙关永和联营煤矿、蒲县黑龙关镇南峪二坑口三矿（井）整合而成，利用永和煤矿主斜井做为副斜井，利用南峪煤矿主斜井做为主斜井。形成两斜井，一立井的开拓方式，为形成井下全负压通风系统，须按照资源整合设计及资源整合设计安全专篇，沿井田中部与运输大巷垂直，由设计中的运输大巷掘进头处开始，东西向布置2采区回风大巷。西与运输大巷贯通，东至纬线4015376m处，东西方向布置。2采区胶带大巷、2采区轨道大巷、2采区回风

2、大巷三条大巷相互平行间距42m。2采区回风大巷设计全长956m，巷道方位角90。巷道支护方式：顶板采用182000强锚杆加4.53.0金属网支护，其锚杆间距700800，两帮采用182000强锚杆支护。巷道规格：净高2.5m、净宽3.0m，净断面7.5m2，跟巷道顶板底板按中线施工。其服务年限3-5年。月进度180m/月。工期排定为2009年8月至2010年1月，共5个月。附巷道布置平面示意图和通讯、运输布置示意图及安全监测监控示意图。第二节 编写依据1、山西源通煤矿工程设计有限公司提供的煤矿初步安全设计专篇编制内容。2、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全检察局第6号令煤矿建设工程安全设施检

3、察规定。3、2007年5月山西省煤炭地质公司编制的山西蒲县伊田肥煤业有限公司资源整合矿井地质报告。4、山西省煤炭工业局晋煤安发2006708号“关于临汾市2006年111对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”。5、根据国家有关法律、法规、规程、条例等。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况井田地处吕梁山南端西麓，区内地形复杂，切割较为强烈，总体地势南高北低，最高点位于井田西南部，标高1486.1m，最低点位于井田西北部沟谷，标高位1220.0m，相对高差266.1m，属中山岖，为剥蚀型山岳地貌。井田范围内地面无任何村庄和住人区。2采区回风大巷由西向东，高程平均为+

4、1160m，相对应的地面平均标高为+1420m，相对采深平均为260m，井田周边分布有6个生产矿井和两个关闭煤矿，根据周边煤矿的生产情况和资料分析，该大巷在推进过程中不会遇有采空区域其它地质构造，但施工中应严格按照规程要求加强探放水工作。第二节 煤岩层赋存特征该大巷在掘进过程中揭露的2#煤层产状基本位于井田中部，S2向斜南部，背斜轴向近NE向，在井田西部抽向N倾伏，在井田东部轴向S倾伏，内轴长约1900m。两翼基本对称，倾角一般49井下开采2#煤时揭露，地表见出露。倾角36，属近水平煤层，煤层厚度0.92.52m，平均1.41m，结构简单，局部含1层夹矸，直接顶板岩性为粉砂岩或泥岩、沙质泥岩厚

5、度24m，性脆，胶结较好，单向抗压强度36.772.9Mpa，单向抗拉强度1.083.06Mpa抗剪强度2.698.55Mpa，中等冒落，较好管理，隔水性能好。底板为粉砂岩或泥岩，单向抗压强度13.258.1Mpa，抗压强度1.082.44Mpa，抗剪强度2.697.9Mpa，遇水易泥化，会发生底鼓现象。第三节 地质构造由于巷道沿2#煤层掘进为半煤岩巷道，揭露的煤层产状要素为井田北部轴向近NE向，向斜轴轴向N倾伏，在井田南部变为NNW轴向NW倾伏，向斜轴轴向S倾伏，在井田内轴长约1800m。两翼基本对称，倾角一般36，属近水平煤层，根据地质报告及探孔资料，巷道掘进方向没有断层或褶曲，裂隙等地质

6、构造，属原始煤层，结构简单，2#煤层在回风大巷掘进过程中主要充水因素分析为上部含水层下石盒子组砂岩裂隙含水层,由于此含水层含水性弱，因此对运输巷道掘进无水害影响。第四节 水文地质2#煤层K4灰岩之间的含水层由致密的粉砂岩、泥岩、铝质泥岩组成，一般厚48m左右，具有良好的隔水性能，在无断裂构造导通的情况下，2#煤层于K4含水层之间不会发生水力联系，对巷道掘过无充水影响，且从井底车场向南，属原始煤层，对周围生产矿井提供的地质数据分析可确定，该运输大巷在掘进过程中不会遇到老孔积水少构造导水，施工条件较好，但在巷道掘进过程中，加强探水工作，确保施工安全。第三章 巷道布置及支护形式第一节 巷道布置一、巷

7、道布置该2采区回风大巷掘进主要沿2#煤层倾角南东90布置，开掘处坐标为X=4015376，Y=19533797，Z=+1165m至井田东部边界，坡度-1，利用经纬仪标定中线，预计工程量956m，工期5个月，开口方向90。二、巷道净断面设计2采区回风大巷设计为皮带运输，溜子跟窝，其巷道为矩形断面，净宽3.0m，净高2.5m，净断面积7.5。三、巷道开口施工1、支护方法：使用锚网支护三角门，间、排距700800。2、施工工序：（1）先加固开口5m范围的巷道支护，检查原巷道锚网支护的质量，对失效的锚杆重新补打，保证支护质量；（2）开口掘进5m范围炮眼深度1m，每眼装药量不超过0.2，先施工槽眼，然后

8、再以炮助镐刷大，够0.7m，打永久支护锚杆并挂金属网，进一步打锚杆距离施工一排锚杆，如此循环，掘进5m后在按照正规循环作业。3、开口施工注意事项（1）提前做好风、水、电等准备工作，保证能具备安全施工的要求；（2）打眼前检查开窝点的通风、瓦斯、防尘等工作，即使处理不安全因素；（3）每次放炮前班长必须派专人在能进入放炮地点的通道设好警戒。四、附运输大巷施工断面图第二节 临时支护及要求1、临时支护的方式使用吊环式前探梁撅顶道配合安全点柱。撅顶倒使用3000、50无缝钢管，数量2根；吊环使用16钢筋做成70圆环，在圆环上焊接与顶板锚杆配套的螺丝，数量4个；安全点柱使用140、长1800的优质圆木，数量

9、4根。2、使用方式放炮后将吊环上在迎头的第一、第二排锚杆上，将撅顶道窜到迎头，在撅顶道上用1.2方子木接实顶板。临时支护最大控顶距2m，最小控顶距0.3m。3、安全要求在支护前，必须由班组长进行敲帮问顶，确保顶板情况无危险后方可作业。第三节 支护工艺一、支护方式2采区回风大巷顶板采用锚网支护，两帮采用锚杆支护。二、支护参数设计及支护材料选用1、锚杆网的安装工艺：打眼装锚固剂插入锚杆搅拌药卷挂锚网挂托板拧紧螺母。2、锚杆选用182000mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，杆体延伸率不低于15%，屈服强度不低于320Kpa，极限强度不低于500Kpa，试验拨力不低于60KN。3、金属网片使用4.53.

10、0m。4、顶板用5排锚杆，排距800mm，间距700mm，如地段有变化，应据情况增加锚杆用量，每排使用钢带连接。其钢带使应10钢筋加工而成。5、如遇顶板破碎选用锚网喷浆，混凝土材料选用中砂，425高标号水泥及粒径大于5mm的圆形石子作为粗骨料，砂水泥：粗骨料：水=3：2：1：1.5，并加入红星711型速凝剂，速凝剂用量为水泥的2.5%4%，以使混凝土快速凝结并迅速达到较高的强度。6、托板，木托板规程300200500mm，铁板厚度不低于10mm，面积不低于10cm2，孔眼位于托板中间，冲床加工，直径大于锚杆杆体1.5mm。7、孔位，孔深1.6m，孔径18，中间排锚杆空轴线应向掘进头方向与顶板夹

11、角8，两佃农向煤帮方向锚杆孔轴线与垂线夹角大于30。8、树脂药卷彩275中速，规格为18500mm，锚杆力大于50KN。9、采用MGJ-1型锚杆打眼安装机。10、备用材料：锚杆、金属网片、锚固剂等材料应适量存放于巷道掘进中的临时避硐室内。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法巷道施工方法为全断面一次爆破掘进，掘进与永久支护综合作业。人员进入迎头后先检查工作地点的情况，然后开始布置放炮，再进行支护，其顺序为：安全检查打眼装药联线爆破通风临时支柱运煤（矸）打锚杆挂金属网接溜运料。二、开口施工方法首先依照开口设计图给定位置清理杂物加固原木棚依照设计打好锚杆重新加固开口处支护，开口35m以放炮助

12、镐掘进。第二节 凿岩方式 一、凿岩（煤）方式1、钻眼机具的选择煤电钻选用ZMS-1.2A型，岩石电钻选用YF-24型，锚杆钻机MGJ- II型。选用碳素合金钢、麻花钻杆和B2228棱中空钻杆，碳素合金钢Y字型和一字型钻头。2、炸药采用2级煤矿安全炸药和顺发雷管，2#矿用硝铵炸药药卷规格为20200200g。3、使用MZ100型发爆器，母线长度不小于100m。二、炮掘施工工序安排、工艺流程打眼装药、放炮临时支护出煤永久支护第三节 爆破方法一、爆破方法巷道断面掘进支护后净断面7.5m2，顶底板中等稳定采用局扇压入式通风，瓦斯含量平均为0.05%，根据巷道断面形状要求，采用斜眼掏槽，周边眼布置在设计

13、掘进断面的轮子廓上，眼底向轮廓线外偏斜，不超过100mm，眼距500mm，底眼布置时眼口吭出设计底线250mm左右，眼底倾斜向下。炮眼数目，掏槽眼5枚，周边眼18枚，炮眼直径均为40mm左右。二、炮眼布置图（附后）三、爆破说明表（附后）第四节 装载运输一、装载方式采用爆破和人工装载相结合的方式。二、运输方式及型号掘进面迎头采用SGB420/30D型刮板输送机，后路采用SPJ-650回风输送机运送到轨道大巷皮带SPJ-650上，再送到集中运输大巷皮带，再由集中运输大巷皮带SPJ-650运送至煤仓，经主斜井皮带SPJ-800运送到地面。SGB420/30D型溜子随掘进进尺进行向前接，到一定长度后拆

14、除将皮带延长。三、安全距离迎头施工期间禁止输送材料，材料应在开工前提前准备充足，如果急用材料时，应将迎头溜子停止运输。人员进、出工作面时，应将所有设备停止运转，严禁人员和物料同行。四、工序协调迎头人员应站在溜子两侧进行装运煤、矸，装运煤矸时不准运料。第五节 管线敷设 运输大巷使用FBDNo5.0/5.52型对旋局扇供风，600风筒倒风，采用30钢管供水，风筒与水管挂在巷道一帮上，距顶板200，电缆吊挂在巷道另一帮上，距顶板300。其挂设见运输大巷断面施工图。序号设备名称型号及规格功率(KW)电压(V)单位数量备注1刮板输送机SGB420/30D40660/1140部22皮带机SPJ-65045

15、660/1140台13小水泵ZBA-67.5660/380台14煤电钻ZMS-1.2A1.2127台15岩石电钻YF242127台16发爆器MFB-100127台17探水钻MYZ-20022660/380台18局扇FBDNo5.05.52660/380台19锚杆钻机MGJ-II10380台110风镐FG-8.3380台111磁力开关QBZ-80660/1140台4第六节 掘进设备及工具一览表第五章 生产系统第一节 通风一、本矿2006年瓦斯等级鉴定绝对瓦斯涌出量0.18m3/min，相对瓦斯涌出量0.58 m3/min，2007年瓦斯等级鉴定，绝对涌出量0.19 m3/min，相对瓦斯涌出量0

16、.46 m3/min，属低瓦斯矿井。2采区回风大巷在掘进过程中采用FBD-5.0/5.52型对旋风机压入式供风，配用600阻燃抗电柔性风筒，每节10m。二、通风系统新鲜风流：（1）、副斜井轨道大巷2采区回风大巷掘进工作面（2）、主斜井行人绕道集中运输大巷运输大巷运输大巷与轨道大巷的联络巷2采区回风大巷掘进工作面乏风流：2采区回风大巷掘进工作面回风大巷回风立井三、掘进工作面风量计算1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q=100qk式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。q根据井下实测，取0.39 m3/

17、mink炮掘工作面取2.0则：Q=100 0.392=78 m3/min2、按炸药使用量计算：Q=25A式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min25每千克炸药爆炸不低于25 m3A按工作面一次爆破所用的最大炸药用量，取5kg则：Q=255=125 m3/min3、按工作人员数量计算：Q=4n式中：Q掘进工作面实际需风量，m3/min4每人每分钟应供给的最低风量，m3/minN根据井下巷道掘进时最多人数定员，取17人。则：Q=417=68 m3/min4、按局部通风机的实际吸风量计算：Q= Q局I Kf式中：Q掘进工作面实际需风量，m3/minQ局掘进工作面局部通风机的额定风量，130 m3

18、/minI掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台Kf为防止局疗通风吸取循环风的风量备用系数，取1.34。则：Q=13011.34=174.2 m3/min掘进工作面需要风量要求，最大值Q=174.2 m3/min。根据以上计算结果选用FBD-5.0/5.52型对旋风机。四、局部通风机风量的确定局部通风机风量的确定：Qf=Qj/60e式中：Qf局部通风机风量，m3/s；Qj掘进工作面需要风量，m3/min；e风筒有效风量率， %；而风筒有效风量率：e=Qa/f100%式中：e有效风量率Qa风筒送往掘进工作面的实际风量，130 m3/minf局部通风机（吸）风量，174.2 m3/min；则：e=

19、130/174.2100%=74.6%则：Qf=130600.746=2.9 m3/s五、掘进工作面风量验算（1）、按最低风速验算：Q15S=157.5=112.5m3/min130 m3/min，符合规程要求（2）、按最高风速验算： Q130 m3/min，符合规程要求（3）、按工作面温度和炸药量验算表511 温度与炸药量验算表炸药量55-2020温度/16以下16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需要风量(m3/min)4050605060806080100炸药量为11.7kg，工作面温度2326，则需要风量为80 m3/min，由表可知，Q=130

20、m3/min80 m3/min，符合要求。（4）、按有害气体浓度验算P瓦/Q掘1%=0.391%，符合要求（5）、风机安装地点全负压供风量计算安装局部通风机地点，距回风口之间大于10m，全风压风量为Q供 =Q+15S=174.2157.5=286.7m3/min，局部通风机吸风量为130 m3/min。则局部通风机吸入口掘进工作面回风之间的风量为286.7-130=156.7 m3/min。最低风速为Q/60S=156.7/7.560=0.35m/s0.15m/s，符合规定。附：通前通风系统示意图第二节 压风运输大巷采用压入式通风，压风机型号OGFD11.4/7型、2台，一台使用，一台备用。压

21、风主管直径为75，压风支管直径为38。第三节 瓦斯防治一、瓦斯防治的措施矿井配有KJ78型煤矿安全监控系统，在巷道掘进过程中，设有甲烷传感器、风速传感器、一氧化碳、温度传感器各一个，用于监测风速瓦斯浓度及煤层自然情况，当掘进工作面瓦斯浓度1%CH4报警，1.5%CH4能对掘进巷道内全部非本质安全设备通过本分站的断电仪实现风电瓦斯闭锁，1.0%CH4复电。1、甲烷传感器设置在掘进头回风侧，距离掘进头不大于10m。2、瓦检员必须保证每班不少于2次的瓦斯检查，并严格执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，并做到瓦斯检查“三对口”。3、通风值班员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，

22、发现问题及时处理，并秧和调度室汇报。4、工作面瓦斯涌出有异常情况，瓦斯员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。5、当瓦斯超限时，瓦斯员必须报矿长、矿技术负责人，制定措施进行处理，在工作面电气设备恢复供电前，也应由瓦斯员检查附近瓦斯浓度，确定安全后可恢复供电。6、入井人员必须按规定携带甲烷报警仪、自救器等。二、瓦斯监测有关规定1、掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。掘进工作面风流中及其它作业地

23、点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m，以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。工作面及巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。对因瓦斯浓度超过规定初切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。3、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到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。4、局部通风机因固停止运转,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1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,启局部通风机,恢复疋常通风

24、。第四节 综合防尘一、粉尘种类本矿井下掘进巷道以半煤岩巷为主,在掘进过程屮,会产生以煤尘为主伴有少量SiO2岩尘的粉尘,经临汾市煤炭化验中心对本煤矿方煤层井下工作面煤样的测试报告,煤尘具有爆炸性,因此在掘进过程中应注意洒水除尘,定期清理巷道浮煤、浮尘,杜绝煤尘爆炸事故的发生。二、综合防尘1、合理的风速巷道掘进过程中注意合理地掌握风量分配,风速验算即要符合规程要求,又不要因风速过大引起煤尘飞扬。2、防尘洒水系统该巷道掘进过程中防尘水主要由地面静压水池提供,洒水管路,上管规格为NN108钢管,回风大巷掘进时采用ND25钢管,丝扣连接,每隔50m留设一道洒水闸门,闸门采用法兰连接。3、冲洗巷道有专人

25、负责清洗巷道中的煤, 清扫冲洗沉积煤尘,并保持每天冲洗一次。4、净化水幕在保护工作面不大于 100m处设置一道净化水幕装置,布置时距巷道底版不小于1. 8m,喷雾效果能覆盖全断面,以便能够更好地仰制巷道中粉尘浓度净化风流。5、隔爆水棚隔爆水棚采用水袋型式,规格长 600 mm,宽400 mm,高250mm,型号GBS-40,抗静电阻然,并经检验合格,布置时距巷道底板不小于1.8m,水棚间距1.31n,棚区长度不小于30m,距掘进工作面不大于60m 。6、湿式作业由于2#煤层底板严重的吸水膨胀性质,注水后易造成底板变形和顶板跨落影响支护安全,故不采用煤质预注水防尘措施,但在爆破作业时,必须坚持及

26、用湿式打眼,水炮泥封眼,放炮前后喷雾洒水。7、个体防护因煤尘不仅有爆炸性,同时长期吸入会引起尘肺病,损害人身体健康,故粉尘产生的工作人员统一配戴过滤式口罩,防一山吸入呼吸性粉尘。8、其它防尘措施加强粉尘监测,配备专职防尘人员和粉尘采样器,呼吸性粉尘采样器测定仪等设备,定期对掘进粉尘进行监测,每月测定二次,另外每周应对防尘设施至少一次的检查,及时对损坏的部件予以更换,安装位置随掘进延伸,按要求及时调整。第五节 防灭火该巷掘进时相平行的掘进巷道为2采区轨道大巷,根据井下实际情况及周边生产矿井提供的技术数据分析,巷遣掘进方向2#煤层属原始煤层,且井田内及周边矿井包括废弃小煤窑内均无火区危害,尽管如此

27、,为防止其它因素引起的火灾,巷道掘进过程中也应做好防灭火措施。1、建立完善的消防供水管路系统消防用水由地面静压水池提供,洒水管路系统兼做消防供水竺路,以1便发生非电气火灾时能够提供消防用水。2、其它灭火器材在巷道掘进施工中,各运输转载点应配备足够的消防器材,主要有CO2灭火器(每个转载点不少于3个),沙、铁锹等器材,设有专门的消防器材箱进行存放,防止电气类火灾事故发生。附防尘、消防、喷雾、隔爆示意图。第六节 安全监控一、在距掘进工作面迎头不大于10m,距顶板20cm,距煤帮30 cm并与风带帮分挂。安装吊挂瓦斯探头,报警值1%,断电值L5%,复电值1%,每次放炮前必须把探头撤到安全地点,防止崩

28、坏,放完炮后,立即放回规定地点吊挂好,探头报警时要立即撤出人员,汇报调度室查明原因,进行处理。二、探头应每周及时进行检验,严禁过期使用。第七节 供 电 一、电压等级煤电钻照明及信号供电电压为127V,其余设备供电电压均为1140V、660V。二、电气设备选择1、井下电气设备照明灯具,电缆均选用有“MA”准用许可的产品。2、40kw以上电动机选用QBZ矿用隔爆型真空电磁起动器控制,40kw以下电动机选用QCB矿用隔爆型磁力起动器控制,煤岩电钻等移动式设备配有ZBX-4/660/133V,矿用隔爆型电钻变压器综合保护装置,照明灯具一律选用 NBS-33W矿用隔爆型高压钠灯。3、各级配电开关具有超载

29、、短路、欠压、失压保护,选择性漏电保护,所有电动机控制设备均设有短路、超载、缺相、漏电闭锁保护及远程控制功能。三、电源该巷道掘进电气设备的进线均来自变电所KBSG315/0.69KV型变压器,双电源双回路。四、电缆选择煤电钻选用MZP0.3/0.5,34+14+14型橡套电缆,动力设备选用MYP0.38/0.66,36+16和MYP0.38/0.66,316+110移动屏蔽橡套软电缆。照明选用MYQ-1.3/0.5,32.5型橡套软电缆,通信选用MHYV-12型通信电缆。五、变压器容量的确定:1、负荷统计：pe=11+230+11.4+230+1.2+4+7.5=155.1(kw)2、变压器容

30、量的确定:155.1Sb=0.6=132.9(kvA); 132.9500(kvA ) 合格0.7说明：该台变压器还担负着其它地区供电，见供电设计。六、主干电缆的确定：10000.6155.1Igz=111.2(A)3 690COS0.7选370+116的橡套软电缆,长期允许工作电流.215(A)111.2(A) 合格七、总开关的整定计算:Ige=601,157+(95.11.15)=592.3(A)Ige=155.11.15=178(A);取整定值600(A)，过负荷整定180(A)；其它开关整定略，见供电设计。八、短路电流的计算：d1=1224 (A) L橡=575m;九、安全系数校验：k

31、=1224/600=2.041.5 合格；其余的校验见供电设计。附：供电系统示意图。第八节 排 水一、最大涌出量根据以往掘进涌出量以及周边生产矿井水文地质数据及本矿地质报告、采空区、积水区域数据分析,推断在次巷道掘进中最大涌出量为q=8m3/h。二、排水选用ZBA-6型小水泵2台,排水能力 1825m3/h,35型帆布阻燃排水管,由于巷道呈-1坡度下山掘进,可根据具体跟进迎头设一临时储水仓,容积不小于2m3排水,排水线路由小水泵将水排至井底水仓,在由副水仓排至地面。三、排水系统示意图（附后）第九节 运 输一、运输方式、设备型号及运输路线掘进过程中辅助材料运输选用JD-11.4型绞车铺设22 k

32、g/m轨道,1吨小矿车,运煤采用SGB-420/30D型刮板输送机,电机功率30kw,运煤由工作面运至煤仓,转载主斜井皮带运出地面,材料运输由地面经主斜井JT- 80II型绞车,1吨矿车运送到井底车场,在经JD-11.4绞车,l吨矿车运至工作面。二、运输系统示意图（附后）第十节 照明、通信和信号一、照明1、井下巷道掘进每隔 50m选用NBS35W矿用隔爆高压钠灯照明。2、通信选用 MHTV-12型矿用通信电缆,在工作面迎头安全地点及绞车硐室设有HZH-11矿用本质安全型电话机各一部,并能够保障与矿调度室通信畅通。3、信号绞车硐室、刮板输送机机头、机尾均安设有声光信号装置,各司机要严格按信号操作

33、。4、照明、通信、信号示意图（附后）第十一节掘进巷探放水管理制度和技术方案措施一、煤矿生产技术人员必须做好水害的分析预报工作，探水或接近积水地区的掘进或排放被淹井巷的积水，必须编制探放水设计，经技术负责人员批准后方可作业。探放水工作必须有专人负责。二、采掘工作面遇到下列情况时，必须确定有疑必探，先探后掘进行探水，确定无突出水危险后方可前进。1、接近水淹或可能积水的井巷，老空或小煤矿时；2、接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时；3、接近含水层，导水断层，窑洞和陷落柱时。三、在安装探水钻前时，必须遵守下列规定：1、加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的支柱挡板。2、清理巷道，挖好排水沟

34、。3、特别危险的区域，要预先采取开挖完全躲避硐室，并制作避灾路线等安全技术措施。四、钻进时，发现煤岩松软，片帮，来压或钻孔中的水压，水量突然增大以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员必须向调度室报告，并派人监测水情，如果发现情况危机时，必须立即撤出所有受水威胁地下的人员，然后采取措施进行处理。五、探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置，可能的积水量和水压，以便采取与之适应的放水措施。六、探水钻眼施工布置技术方案1、设计钻孔开眼于掘进面迎头，半煤巷掘进，钻进距离50m向前掘进30m，然后再向前进行钻探50m，再向前掘进30m，掘进距离不允许超过30m,依此循环向前

35、掘进，直至工程结束。附：探放水示意图。2、打钻设备使用MYZ20型煤矿井下探水钻机。3、排水路线施工钻孔前，掘进巷保证巷道畅通，工作面要安装水泵及管路，打钻孔出水后，涌水通过排水管道进入水仓水泵房。4避灾路线打钻过程中如发现有来压、顶钻、卡钻、震动声音异常等情况时，应立即制止施工，分析情况后待故障消除后，方可继续施工，如钻孔出水后，不能立即拔出钻杆应立即向调度室汇报，根据现场情况撤人。当发生水灾时，其路线为：迎头集中运输行煤仓绕到主斜井地面。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织井下巷道掘进采用“三八”制，三掘作业方式，劳动组织，劳动力分配，出勤率祥见劳动组织图表附后。第二节 循环

36、作业一、掘进作业流程检查瓦斯检查临时支护质量打眼联线放炮临时支护运煤（矸石）锚网支护接溜运料二、循环作业图表（附后）第三节 主要经济技术指标该巷道预计掘进总长956m，工期限5个月，毛断面7.5m2，净断面7.5m2，半煤岩巷道一次掘全断面，设计顶板采用锚网支护，两帮用锚杆支护，主要经济技术指标附后。第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、局部通风机安全管理技术措施1、局部通风机必须由指定的人员负责管理，保证正常运转。2、压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10m，局部通风机的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量。3、应采用抗静电阻燃风筒。风袋要吊挂平直,不得拐死角

37、。风袋接口要反压边严密不漏风。4、局部通风机和掘进工作面的电气设备必须有风电闭锁装置。5、无论工作或交接班，使用局部通风机的掘进面都不准停风，因检修停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，设置栅栏；恢复通风前，必须检查风机开关附近20米范围内瓦斯浓度和停风巷道的瓦斯浓度，在确认低于规定的瓦斯浓度值以下方可启动风机。6、局部通风机的设备齐全，吸入风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫。局部通风机要离开地面，高度大于0.3m。7、要配有专人进行检查巷道支护和通风情况，出现问题及时撤出人员进行处理。二、综合防尘安全管理措施1、完善井下防尘洒水系统，主要运输巷每隔50m设一个三通阀门，其他巷道每隔100

38、m设一个三通阀门，各运输转载点必须安设喷雾洒水装置。2、防尘用水水源要充足，两个井口均采用地面静压水池供水，必须保持不间断供水，确保防尘，消防用水到位。3、采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，放炮前后放炮位置附近20m范围内洒水一次，工作面装置一道放炮水幕和净化水幕，放炮开启喷雾和净化水幕，按规定在巷道中安设隔爆水袋。5、严格执行定期对巷道冲洗制度，清理积尘，消灭煤尘堆积，做到回采巷道每天冲洗一次，对产量大煤尘飞扬严重地点，要做到经常冲洗。6、工作面掘进头风速必须符合煤矿安全规程第101条规定，严禁风速超限，防止煤尘飞扬。7、防尘工作重在落实，通风队及各生产单位，都需要建立防尘管理制度，明确防尘员，

39、严格落实责任，充分发挥防尘设施的作用。三、防灭火安全管理技术措施1、完善井下消防管理系统，消防器材分布合理，消防器材保持齐全、完好。消防器材管理符合安全规程规定，井下峒室不准存放煤油、汽油等，井下使用的润滑油、机油、布头和纸张使用后的回收符合安全规程第207.208条规定。2、井下供电系统的管理，安全保护要符合安全规程的要求。机电工负责按照规程标准严格检查，严格管理。3、放炮员要严格遵守操作规程防止放炮产生明火， 并要加强火药、雷管领退制度的管理。具体要求按煤矿安全规程的规定进行。4、掘进工作面必须使用阻燃电缆。四、排放瓦斯安全措施1、瓦斯排放要实行分级管理。2、凡是受排放瓦斯影响的峒室、巷道

40、和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘作业面，以及排放瓦斯的地点所在采区回风系统内都必须撤人停止工作，与被排放瓦斯流经巷道相通的道口，都必须指定人员设立警戒，禁止其他人员进入。3、排放瓦斯地点所在采区系统内以及排放瓦斯流经的巷道及与其相通的巷道、峒室内的电器设备，必须指定专人在采区变电所和配电点两处同时切断电源。并设立警示牌专人看管。4、对排放瓦斯流经的路线和方向、风流控制设施的位置，各种电器设备的位置，通讯电话的位置、瓦斯探头的位置等，必须在图上注明。5、要采取控制排放瓦斯的措施，要计算排放瓦斯量、供风量和排放时间，指定控制排放瓦斯的方法，严禁“一风吹”，确保排出的风流在同全风压风流混合处下风侧

41、510米处瓦斯浓度不得超过0.5%。6、瓦斯排放完后，必须指定专人检查及其它有害气体，只有巷道内的瓦斯浓度不超过1%，其他有害气体不超过其他不超过规程，方可进入工作地点进行其它工作。第二节 顶板一、遇地质破碎带掘进安全措施1、缩小循环进尺，采用浅打眼轻放炮或只放开心炮眼。减少对围岩破坏，及时对顶板支护，减少空顶面积和空顶时间。2、加强顶板支护，缩小棚间距。3、顶板破碎时扶对棚。二、三四角门及巷道贯通加强支护的措施。1、三、四角门5m范围内开口前应重新加固棚子。2、制定设计合理的棚尺寸。3、透窝相距20m时应停止一个头施工，并对停头施工的迎头棚子进行加固，迎头打上点柱并用枇子将 迎头煤璧背实。4

42、、距透窝6m时，要长探短掘，轻打轻放，钻孔长度应超过放炮长度1m，。严禁放炮，应采用手镐施工先透400400cm的小洞后，然后进行打帮，确保透窝处顶板完整，严禁空顶作业，支护及时跟到迎头。三、严禁空顶作业的安全措施见第三章、第二节临时支护四、顶板压力观测，定期分析审查的安全措施。1、本工作面的掘进均采用梯形棚支护，应采用顶板观测仪对顶板监测。2、每班验收员应观测压力仪器，并将出现数值记录。3、每周应对观测的数据进行分析。五、其它顶板控制安全措施（一）顶板管理1、进入施工现场必须做到先检查后工作，发现问题及时处理和汇报，每班班组长对工作范围内的开窝处，三、四角门及顶板和棚子应认真检查，发现问题先

43、处理好再生产。2、装药联线由班长必须指派专人监护顶板。以防止片帮掉顶伤人，放炮15分钟后待跑烟吹尽，由放炮员和班、组长对放炮地点的顶板，煤帮进行检查，发现问题及时处理。3、放炮后及时用35根有初升力的金属安全点柱打上临时支护，点柱垂直顶、底板、带帽加木楔打足劲，严禁打在浮煤矸上。4、找顶人员应要站在安全地点，并时刻保持后路畅通。由外向里，从有支护的地方开始，先顶后两帮，依次进行找掉，找顶时要防止矿石顺杆而下伤人，找顶地点不准同时进行其他工作。5、找顶工作要用两名有经验的老工人担任，一人找顶，一人观察顶板，观察顶板的人员要站在找顶人的侧面。6、遇到矸石或岩石离层，巷道压力大，应采取加固措施。7、

44、巷道施工发现岩体开裂、脱落、掉顶、脱帮应及时修复，防止冒顶伤人。8、巷道穿过断层，破碎地带，矿压明显增大，淋水的地段看情况改变支护方式并及时补充专门技术措施。（二）冒顶预防和处理1、单头掘进应确保后路支护完整无缺，确保独头掘进不发生冒顶堵后路现象。2、发现冒顶或堵人事故时，现场人员不要惊慌，应立即汇报矿调度和工区，并立即采取有效措施，处理冒顶时，要有专人观察顶板。接顶前把所有的接顶材料备齐，人员应在安全的护身棚下。用长把工具找掉冒顶处帮顶的浮矸、危矸，接顶时先留出退路，由外向里逐步进行处理，传料人员要在安全的支架下进行，不要堵住接顶人员的退路，接顶人员要用方木或办圆木打成井字型木垛，木垛要正规，要用木楔打紧，处理不好不得进行掘进施工，抢救被堵人员必须在有经验人员统一指挥下，先保证正常通风，在抢过顶，过好顶再扒，一边扒、一边维护，整个处理过程必须有跟班干部在现场。(三)过老空巷顶板管理1、严格执行有疑必探,先探后掘,由地质科提前做好过老空巷的计划和措施。2、当遇到老空巷时，应由通风瓦检员检查有害气体情况，在无问题时方可施工。3、遇到老空巷时，应根据老空空虚的情况将其填满，以防漏风。如顶板掉顶必须用木料接实。 第三节 爆破一、使用爆破器材的安全技术措施1、装药前和放炮前，瓦斯员必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20m以内风流中，瓦