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1、目录第一章 概 况- 2 -第一节 概 述- 2 -第二节编写依据- 2 -第二章地面相对位置及水文地质情况- 3 -第一节地面相对位置及邻近采区情况- 3 -第二节地质构造及水文地质- 3 -第三节 煤岩层赋存特征- 7 -第三章巷道布置及支护说明- 8 -第一节巷道布置- 8 -第二节矿压观测- 8 -第三节支护设计- 9 -第四节 支护工艺- 10 -第四章施工工艺- 11 -第一节 施工方法- 11 -第二节凿岩方法- 12 -第三节 装运岩(煤)方式- 12 -第四节 管线及轨道敷设- 12 -第五节设备及工具配备- 13 -第五章 生产系统- 14 -第二节 防尘灭火及供水施救系统
2、- 16 -第三节 安全监测系统- 18 -第四节 供电系统- 19 -第五节 排水系统- 20 -第六节 运输系统- 20 -第七节压风系统- 20 -第八节 通讯联络及信号照明- 22 -第九节 人员定位系统- 23 -第十节 避难硐室及自救器- 25 -第六章 劳动组织与主要技术经济指标- 26 -第一节 劳动组织- 26 -第二节 主要技术经济指标- 26 -第三节 循环作业- 26 -第七章 安全技术措施- 27 -第一节 施工准备- 27 -第二节 “一通三防”管理- 28 -第三节 顶板管理- 32 -第四节防治水管理- 34 -第五节机电运输管理- 35 -第六节 巷道过断层破
3、碎带安全措施- 39 -第七节 巷道贯通安全措施- 39 -第八节 探放水的安全措施- 40 -第九节 运输事故的防止措施- 42 -第十节 掘进开口的安全技术措施- 43 -第十一节其 它- 43 -第八章灾害防治及避灾路线- 44 -第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道是1908水平南翼14煤运输大巷。二、掘进目的及用途掘进的目的是形成1908水平南翼14#煤层生产系统，形成系统后用于进风、运煤、运料、管路敷设等。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度:运输大巷192米。巷道服务年限为3年。上山60米共3条上山合计180m服务年限为3年。四、预计开、竣工时间经矿领导
4、研究决定:巷道开工时间为2013年3月，预计竣工时间2013年6月31日。第二节编写依据一、设计说明书师宗县盛源煤矿采区设计。二、地质说明地质说明书名称圭山煤田稗子沟矿区、井田的详细勘探地质报告，地质储量核实报告。三、矿压观测资料煤层和煤层顶、底板应力较集中。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情况表1井上下对照关系情况表水平名称1908米水平巷道名称南翼14煤层运输大巷地面标高2035米2060米井下标高1908米地面相对位置及建筑待掘巷道地面相对位于我矿南西部山地，无建筑物。井下位置及掘进对地面设施的影响工作面北东为石门，南为14煤层1908底板等高线下限，西北和西
5、南为未采掘区，对地面无影响。邻近采区开采情况北东为1908水平运输石门及1908水平北翼采空区。第二节地质构造及水文地质一、地质构造本区在大地构造位置上是处于华南褶皱系（）、滇东南褶皱带（1）、罗平师宗褶断束（11）。在区域构造位置上是处于南盘江复向斜师宗弥勒断裂带内，由于受北西南东方向强烈挤压应力，使矿区构造复杂化。1、褶皱核实区是F101逆断层上盘的单斜构造。地层走向北东60-75，向南东倾斜，地层倾角50-55，构造以断层为主，发育次级褶皱，断层多发生于煤系地层中，与地层产状接近。整个单斜构造自北西向南东，为上二叠统宣威组(P2x)、下三叠统飞仙关组(T1f)地层组成。褶皱比较明显的有6
6、7线9-14号煤地层中的背斜，北西翼为F127断层切割（详见67线剖面），其他多沿倾向的波状起伏所体现的“S”形褶皱。2、断层矿区内发现断距大于30m的断层有8条，即F101、F102、F104、F127、F128、 F130、F133、F951，钻孔中控制的隐伏断层有五条，即f141、f142 、f143、f144、f145，将矿区内各主要断层叙述如下：（1）、F101逆断层矿区内大致沿采矿证范围北西矿1、矿4矿界出现，是、井田规模最大的断层。走向长大于8000米，区内可见长1250米，断层南东盘(P2x)、(T1f)地层推复于北西盘(T1f4)地层之上。断层深部切割(T1f4-1)、(P2
7、x)、(P2)地层。断层在地表2线南西切割14、21可采煤层，深部断层南东盘(P2x2)推复于北西盘(T1f4)地层之上。断层走向为50-65、向南东倾斜、倾角80、北西盘下降，南东盘上升为逆断层，垂直断距大于1100米，影响至800米标高以下。断层破碎带宽10-20米，岩石破碎，劈理发育，在68线附近因断层及山体滑坡。此断层有工程控制，位置准确可靠。因断层南东盘（P2x）地层及其中可采煤层推复抬起，故今日有、两个井田东西相望地质景观，该断层也是两个井田的分界线。（2）、F102正断层出露于65线北至78线以南，走向长大于7000米，倾向延伸至1400米标高以下，倾向SE，倾角55-70度，矿
8、区内长度约1400米，表现为上盘1号煤与下盘4-10号煤断层接触。断层确定依据可靠，深部有16个钻孔控制，断层确定依据可靠，对煤层的破坏性大。（3）、F104逆断层位于66线以北至77线以南，走向长约6000米，西南延伸均被F101逆断层切断，倾向延伸至1400米标高以下，矿区内长约1300米，倾向140度，倾角55-70度，落差100-600米，表现为13-21号煤重于T1f1（卡以头层）9-14号煤地层之上外，均为13-21号煤垂直于9-21号煤层之上，断层确定依据可靠，全井田有25个钻孔控制，对煤层的破坏性大。（4）、F127逆断层位于67线北至69线以南，走向长约1450米、矿区内走向
9、长900米、倾角50-58度，落差20-140米，延伸至1400米标高以下，主要对21号煤层破坏性大。67线4、10、17号煤层重复，68线9-14号煤层冲服于9-17号煤层之上，共有7个钻孔控制，断层位置可靠。（5）、F128逆断层位于68线南北，走向长540米，矿区内走向长260米，倾向南东，倾角55度，落差80米，延伸至1920米标高，主要对10号煤层破坏性较大。造成10号煤层重复，有一个钻孔控制，断层基本可靠。（6）、F130正断层位于67线南，矿区内走向长1000米，倾向南东偏南，倾角60度，落差30米，延伸至1640米标高；ZK676号钻孔缺10号煤层，ZK677钻孔上盘，13号煤
10、与下盘14号煤层断层接触，对10、13、14、17号煤破坏性较大。有2个钻孔控制，基本可靠。（7）、F133断层位于65线北至67线北，延伸长约1200米，矿区内走向长约550米，倾向南东，倾向65度，落差150-400米，地表10-13号煤层重于10、14号煤层之上。对14、17号煤层破坏性较大，断层影响深度至1400米标高以下，有2个钻孔控制，基本可靠。（8）、F951逆断层位于65线北至66线南，延伸长1200米，矿区内长约300米，倾向南东，倾角70度，南、北交于F101断层，T1f2+3-T1f4地层重复于T1f4-T1y地层之上。延伸至1400米标高以下，对矿区内煤层没有影响，共有
11、6个钻孔控制，基本可靠。主要断层及隐伏断层情况见断层情况一览表2-2-1。综上所述，确定本矿区构造类型为复杂类型。二、矿井水文地质特征1、地形、地貌及地表水核实区为构造剥蚀低中山地貌，山脉走向为北东方向，与区域构造线方向一致。最高点在矿区北东部，海拔2053.2米，最低点在矿区南西，标高为1960米，为矿区范围最低侵蚀基准面，地面相对高差83.20米。含煤地层分布于大河河谷东南山坡之上，地层向南东倾斜，地形朝北西倾斜为逆层坡，地层倾角为44-55地形坡度为15-25。区内无大的地表水体，只有一条北东向季节性山间河流称为大河，由南西向北东在采矿证范围外北西60-80米流过，流量为2.00-27.
12、23L/S，北东端出口处标高为1960米，为矿区最低侵蚀基准面。河流坡降为2.9%，矿区内大河最高洪水位标高1972米。地形及地层向南东倾斜为顺层坡，含隔水层相间组合，地表水与地下水一般不发生水力联系。故各含水层除在露头区接受大气降雨补给外，沟谷切割处以渗流小泉或季节泉水分散排泄，具就地补给，就地排泄的弱裂隙水特征。矿井现在井垂深86米， 掘至1947米水平，旱季最大涌水量10.4m3/h，雨季最大涌水21.7m3/h。水质类型为HCO3SO4Ca型。2、水患调查 工作面1908水平1995水平从未进行采动过，经调查无积水，但为了防范于未然，工作面掘进时，坚持“预测预报，先治后采，有疑必探，先
13、探后掘”的原则进行探放水。第三节 煤岩层赋存特征一、煤层特征表2 主采煤层特征表煤层编号见煤点数可采点数煤层厚度两极值平均值煤层间距(m)煤层结构可采程度对 比可靠性稳定程度C9550.41-1.78m1.097简单71.%可采可靠较稳定7C10440.07-2.791.43简单67%可采可靠不稳定115332C13660.21-3.141.67简单83%可采较可靠较稳定6C14660.04-5.742.9简单83%可采可靠稳定C210.66-7.103.8复杂全区可采可靠不稳定二、瓦斯等级鉴定本矿区煤层变质程度高，灰份较高，经近几年开采的矿井瓦斯等级鉴定测定，吨煤相对瓦斯涌出量为8.16mt
14、，绝对瓦斯涌出量为0.51mmin，认定为低瓦斯矿井。三、煤的自燃经测定该煤层均有自燃发火倾向，煤尘均具有爆炸性。附：煤（岩）层柱状图名称柱状图岩性说明页岩深灰色薄层状，性脆坚硬粉砂泥质岩深灰色中层状，中下部夹有浅灰色条带细砂岩。粉砂岩灰碌色灰色中厚层状，偶见不规则方解石细沙。炭质叶岩深灰色褐灰色中至薄层状，性脆坚硬。14煤半亮型块状、强玻璃光泽、倾角较大。炭质页岩浅灰色厚层状，煤层接触处见乳白色高岭土。粉砂质泥岩深灰色中厚层壮，偶见不规则方解石细脉穿插。细砂岩深灰色厚层壮，性脆坚硬。有点状黄铁矿。泥质粉砂岩色褐灰色中至薄层状，节理裂隙发育。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置自1908南翼
15、集中运输石门14#煤地板岩巷中开口（开口点坐标X=2743556，Y=35374651），沿煤层地板掘进南翼运输巷，掘进巷道长度192米和1927水平回风巷同时掘进，每掘进67米，掘联络上山与1927水平回风巷贯通形成通风系统。第二节矿压观测矿压观测内容：日常支柱（工字钢）支护质量动态及巷道变形观测；工字钢支护的初次来压及周期来压时间，观测工作面后路，单位时间内的工字钢及巷道支护变形程度。加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为陈敏生，成员：孙照熙、郑涛、李永生、邢春生等。观测小组必须做到以下要求：（1）要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。（2）矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收
16、据、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、技术负责人汇报，采取应急措施。（3）观测人员要不定期对支架抽查，发现支架歪斜，有权让现场作业人员更换，否则不准作业。（4）观测人员发现支架背板断裂出现空帮漏顶，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿长和调度室汇报。附图：巷道平面布置图第三节支护设计一、巷道断面根据矿井现状，结合与使用的巷道经验数据，作工字钢支护设计。运输大巷支护设计：根据经验在现有的支护强度下，尽可能增加有效断面，以满足通风、运输、行人及设备安装的需要。因此，运输大巷断面：2.41.62.2，有效断面4.4；回风巷和联络上山断面：2.21.42.2，有效断面3.96。巷道断面
17、形状为梯形，选择11工字钢，即能满足要求。附图：巷道断面图二、支护方式（一）临时支护采用前探支架作为临时支护，前探梁由两根2.0寸的无缝钢管制作，长度大于2.5米，间距不小于1.2米，用铁链钓挂固定，每根钢管不少于2根铁链，前探梁之上用木板铺严接顶，2寸管内套1.5寸的3米钢管，可向前移动。前探梁必须及时跟到头，控顶距为1.2米，必要时采用5根1.5米长的小圆木打挑栓控顶。（二）永久支护运输大巷采用11工字型钢支护，断面4.4，架距0.5米，支护形式为梯形。表3支架巷道工程质量规定表项目质量标准(mm)部位巷道名称及规格巷道名称及规格南翼煤层底板运输大巷1927回风巷联络上山巷道净高2.2轨面
18、上中21002.22.2巷道坡度3整条巷道3330支架构件及规格质量11工字钢11工字钢11#工字钢右帮腿长2.400240022002200左帮腿长2.200220022002200前倾后仰303030背帮背顶顶(块)655帮(块)10(两帮共16)1010柱窝深度100100100架距50500500500底宽50240022002200水沟30深度200水沟距迎头50最小控顶距200200200最大空顶距500500500工业卫生交班内整条巷内无杂物及淤泥积水第四节支护工艺一、支护材料 1908南翼底板运输巷采用11工字钢支护，断面4.4；回风上山采用11工字钢支护，断面3.96，架距0
19、.5米，支护形式为梯形，柱梁接茬采用卡槽固定，架与架用钢筋拉杆连接，顶梁一根，两帮一帮一根；二、工字钢架设1、架设：敲帮问顶，临时支护，铺木板接顶。2、在架设时要求巷道净高、净宽比设计高度、宽度大100mm，以保证来压沉实后达到设计断面要求。3、支架垂直顶、底板架设，前倾后仰不得超过30mm，空帮空顶不超过50mm。4、支架架设必须严密整齐，严禁缺螺少件，不符合工程质量要求的坚决返工。6、支架严禁架设浮相，柱窝深度不得小于10cm，在底板松软地段必须加大鞋板。7、施工时，在工作点20米范围内存放一定的坑木、棵子、插条、小圆木、劈柴、金属支架等以防急用。8、掘进班要经常检查巷道支护情况，发现支护
20、变型及时调校或更换。第四章施工工艺第一节施工方法一、工作面开口1、开口断面：运输大巷巷道采用工字钢支护，上宽1.6米，下宽2.4米，高2.2米，断面积4.4；回风上山采用工字钢支护，上宽1.4米，下宽2.2米，高2.2米，断面积3.96。开口必须使用工字钢。3、抬梁口必须使用金属支架加强抬梁支护，开口10米范围内必须加密加严帮相。4、开口位置必须确定顶板牢固、无采空区、无断层破碎带。二、施工工艺本矿实行三班六小时作业制，各工序要求平行作业，一次成巷的施工方法，循环进尺3.6米。1、施工顺序：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置、钻孔等）控顶风镐落煤（岩）出矸（煤）支护清理工作面交接班出井。
21、2、掘进落煤（岩）、出煤矸，掘进班循环进尺1200。3、工字钢架设：敲帮问顶，临时支护，铺木板接顶。4、采用棵子、插条、木板背顶背帮。第二节凿岩方法工作面巷采用人工手镐、风镐落煤（岩）。第三节 装运岩(煤)方式工作面采用人力粪箕装车，人力推车运输，斜井采用绞车提升。第四节 管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、水管、风筒等应按照规定位置吊挂牢固整齐。一、管线敷设1、在施工掘进时，探水钻、电缆、降尘管路除能达到工作面迎头，必须保留足够的可移动电缆、风筒、降尘管以便掘进迎头前进时能随时移动跟进。2、跟班电工必须把电缆、降尘管随时挂好。电缆必须吊挂在巷道一侧。电缆在上，降尘管沿巷道底脚一帮敷设，
22、每50米留一分头，以便降尘之用。3、风、水管路接头要严密、不漏风、漏水，供水管路使用1寸铁管，距工作面20米范围使用1寸胶管。风管从地面到运输大巷使用2.5寸铁管，工作面使用1寸胶管。二、风筒敷设在敷设风筒时，风筒使用直径400的软胶风筒，由巷道的一侧(不挂电线)敷设，风筒采用导线悬挂，悬挂时必须紧贴梁上，悬挂平直，每一米一个挂钩。距迎头不超过5米。三、轨道敷设轨道采用1kgm轨道敷设，轨距600，枕木.8米一个，在掘进过程中把轨道接连敷设。在施工时够一工节敷设一节，两轨道高差不得大于10，转弯时外侧轨道不得高于内侧15。在转弯时轨道枕木视弯度大小及长度进行敷设。 1、螺栓、螺母、夹板必须齐全
23、，轨道接头置于枕木上。2、轨道接头间隙，直线部分不应超过5，曲线部分不超过8。3、轨道铺好后，道心要填平、砸实。4、轨道型号统一15kgm。第五节设备及工具配备表4 设备及工具配备序号设备、工具名称型号规格单位数量备注1提升绞车JBT1.00.8A台12矿车U型0.7m台15311工字钢钢11架400工作面4控制开关Q2-80台2井下5馈电开关DW80-350台1井下6信号综保ZM-4.0台27探水钻ZQSJ-150/2.5台2工作面探水8水泵D46308台39风镐G10把6各班2把10锤10磅把3各班1把11局部通风机FBDNO.5.0/27.5kw台21台备用第五章 生产系统第一节 通风系
24、统采用压入式通风方式，局部通风机安装在1908水平距主副联络巷10米内的进风运输大巷中，上山联眼贯通后，通风机移至联眼距回风大于10米的新鲜风流中。最长供风距离为100米。掘通一、掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q瓦掘k掘通 =1000.591.35 =79.65mmin式中Q工作面需要风量mmin；100单位瓦斯涌出配风量，q瓦斯绝对涌出量0.59mmin；k备用风量系数。取1.35；2、按工作面人数计算Q掘=4n=48=32 mmin式中4每人每分钟4的风量；n最多人数3、按局部通风机的实际吸入风量计算Q掘=Q局机I =2201 =220mmin式中Q局机FBD-5.0风
25、机吸入风量70-220mminI工作面同时通风的通风机台数；为了防止局部通风机吸入循环风，局部通风机应安装的巷道中的风量，除了保证局部通风机吸风量外，还应保证局部通风机吸入口到掘进工作面的回风道口之间最低风速煤岩巷道不得低于0.15ms的要求，所以供给局部通风机的风量应250 mmin。二、局部通风机选型、风量验算1、按最低风速验算Q岩掘9S掘=94.4=39.6mmin2、按最高风速验算Q掘240S掘=2404.4=1056mmin式中S掘断面积240换算系数3、局部通风机选型（1）、根据煤矿安全规程第一百零一条规定：风速最高不超过4ms，最低风速岩巷不低于0.15 ms及工作面风量计算结合
26、巷道掘进长度等因素，该工作面选用FBD-5.0型局部通风机，该风机吸入风量为70-220 mmin。可以达到要求。（2）、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径400。三、局部通风机的安装地点选择局部通风机安装在距主副联络巷12米的进风巷中，安装地点应选择顶板支架完好的地方，做到即不影响行人，也不影响运输，局部通风机应用支架支起高于地面30公分。四、工作面未形成通风系统前，局部通风机安装在1908水平距主副联络巷10米的进风巷侧，形成通风系统后局部通风机安装在1908运输大巷距回风口大于10米的新鲜风流中。附：通风系统示意图 第二节 防尘灭火及供水施救系统一、工作面防尘及消防系统（1）、防尘水源：地面
27、储水池消防管路。自地面储水池1908水平井底车场1908水平主石门1908水平南翼运输巷1寸钢管送到工作面。每50米设一个三通，工作面喷雾撒水，回风口30米范围内设一道常开水摹。（2）、该工作面电缆、人为火花是防火重点，各硐室及设备附近有灭火器、有灭火沙，防火水可用防尘水源及管路。二、供水施救系统我矿供水施救系统与防尘供水为同一管路，水源同来自地面主井口附近的200 m静压蓄水池，可通过闸阀控制进行转化，供应井下自来水进行施救。（1） .井下所有工作面必须安设供水施救设施。（2）供水施救设施每班必须安排专人检查各连接部件是否牢固可靠，连接处的密封是否严密，管路是否有无冒、滴漏等现象，开关把手是
28、否灵活可靠，位置方向是否正确，发现问题及时整改。（3）供水系统管路铺设要平直、牢固，使用铁线吊挂供水管路保证齐全完好，阀门手柄方向一致，并与管路保持平衡。（4）供水点前后2米范围内无材料、设备、杂物、积水情况。（5）每班检查水量是否充足，水流速度是否满足条件。（6）定期对水管内的水进行排放，保证饮水质量。（7）检查时要观察顶板，两帮是否存在隐患，防止管路设施被砸坏或刺破。三、供水施救系统管理规定。 1. 主供水管路及个工作面分支管路，实行“谁使用、谁管理”的管理制度。2. 机电供应科作为全矿饮用水供水管路的主管部门，在机电副矿长的直接领导下，按相关的区队的职责范围协调组织供水管路的设计、安装协
29、调、移交及撤出工作，负责对供水管路的维护情况进行调查，对违反本规定的进行处罚。3. 主管路行视由机电科安排专人进行，防止管路出现冒、滴漏现象发生，如有冒、滴、漏现象的能现场处理的课现场处理，入不能处理要及时汇报机电科有机电科协调处理。4. 机电科安排专人定期对水管各处闸阀、水压做检查记录并将检查记录汇报机电科。5. 主供水管路为经机电科批准不得随意开关闸阀。6. 供水管路必须定期检查，每月不少于两次供水管路末端拆开检查，检查时间控制在两个小时以内，检查内容包括：管路有无杂物，有杂物时及时清理;检查管路水质，有污染应及时排放；机电科负责绘制管路示意图标明管路长度、闸阀的安装位置及相关参数。 附：
30、供水施救系统示意图 第三节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用矿管理人员、班组长、技术员、电工等下井必须佩带便携式甲烷报警仪，对所经过的路线进行瓦斯检查。班组长应把便携式甲烷报警仪常开挂在工作面5米范围内无风筒的一则，随时对工作面进行瓦斯检测。二、甲烷传感器的配备和使用工作面采用二台KG101型甲烷传感器，通过1908水平运输大巷监控瓦斯断电仪。迎头甲烷传感器距工作面不得大于5米，具体挂在巷道上方，垂直吊挂，距顶板不得大于300，距帮不得小于200，工作面距回风口1015米设一回风甲烷传感器。按照煤矿安全规程规定，报警浓度设为1CH4,断电浓度设为1.5CH4,复电浓度设为1CH4，
31、断电范围掘进巷道内非本质安全设备。安全监控系统必须定期进行调试、效正，每月至少1次，甲烷传感器每7天调效1次。每天检查安全监控系统设备及电缆是否正常，采用甲烷报警仪和光学检测仪与甲烷传感器对照，当两者读数误差大于允许值时，以读数较大的为依据，必须8小时内将两种设备调效完备。三、监控设施管理措施：（1）甲烷传感器应挂在规定位置，距顶板不大于30，距巷道侧壁不小于20。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止顶板及其他损坏。（3）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每7天用标准气样标效一次，日常若有故障，应及时处理。（4）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯
32、电闭锁，监控工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定，接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。（5）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。（6）掘进工作面传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。（7）洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。 第四节 供电系统矿井采用660伏电压等级供给局部通风机及水泵、绞车。地面双回路供电，一回路来自小哨降压站，一回路来自大舍降压站；井下供电采用
33、矿用变压器供电。井下供电电压660，电源用660，335+125电缆从主井引入。1908水平有三台水泵，采用660，335+125电缆供电，局扇采用310+18电缆供电。第五节 排水系统一、设备选型水泵型号：D46-305，电机功率：45KW，一台工作面，一台备用，水管规格10cm，度锌，焊接钢管。二、疏排水路线工作面涌水1908运输巷1908米车场主水仓地面。三、防治水1、加强老窑、老空区积水调查，加强矿井测量工作，及时填绘图，按要求留保安隔离水煤柱。2、控制疏排、堵截流入矿井的一切水源。3、坚持“有掘必探，选探后掘”的原则，工作面必须超前钻眼探水。4、加强“雨季三防”管理，对职工进行安全培
34、训教育熟悉水患防水，经常检查排水设备及水沟清理工作。第六节 运输系统工作面采用0.75型矿车人力推车运输矸(煤)，运输路线：大巷工作面1908米水平南翼运输大巷1908水平运输石门地面。材料地面1908运输石门1908米水平南翼运输大巷工作面。第七节 压风系统一、压风系统规格及线路1、压风系统的管路安装规格为：压风自救主管路为15cm铁管；压风分管路为50mm钢管。2、风源来自地面压风机房，地面压风为0.8MPa，迎头风压0.4 MPa。空压机型号：G-55A。3、压风系统：地面15cm铁管1945车场1908运输大巷50mm管送入距工作面10米1寸胶管连至工作面。二、压风系统管理措施1、管路
35、敷设要牢固平直，压风管路每间隔3m采用钢丝绳固定，管路铺设符合要求，进入采掘工作面巷口的进风侧要设有总阀门，中间每50m设置一个分阀门。2、各值班安全员必须保证所负责区域内压风自救系统完好性和安装的规范化，经常检查压风自救系统是否存在有无气、漏气、发现问题及时进行处理。3、机电科要确保地面压风机的正常运转，不得出现无计划停风。4、工作面在生产过程中，由施工单位负责对压风管路进行维护管理，按标准铺设吊挂。5、工作面的瓦斯检查员是现场压风自救系统的管理监督员，每班的瓦斯检查员必须对所负责区域的压风自救系统进行一次全面细致地检查，发现问题及时上报矿领导，责令整改，向调度汇报，并作好记录。6、运输人员
36、往工作面运送物料时，不得将所运物料卸放在压风管路下面，运送过程中不得有意碰撞、破坏压风管路，防止漏气造成工作面迎头气压不足。7、井下压风管路因检修需要停风时，由机电科提出申请经调度室、安全科批准，采取安全措施后，方可进行作业。 第八节 通讯联络及信号照明一、通讯系统1、地面交换机工作面安设的电话能够直接与调度室、绞车室、井底车场、水泵房、其它工作面相互联系。2、在井下水泵房、运输大巷和工作面必须设有直通矿调度室的电话。 3 、井下电话、分站、传感器、读卡器应设置在便于观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的位置。4、通信设备使用前，应按产品使用说明书的要求调试设备，并在地面通电运
37、行24小时，合格后方可使用。5、通信联络系统中任何设备应有必要的备用，发生故障，应能及时更换故障设备，确保通信系统的不间断工作。6 、井下电话严禁擅自拆开，必须使用矿用本安型。7、井下通信联络系统的线路，严禁利用大地做回路。 8、 维护人员对通信设备及通信线缆应每天进行检查，每月测试一次，发现问题及时处理，并将检查、测试、处理结果报调度室。9、每季度应对备用电源的放电容量或备用工作时间进行测试。当电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作两小时，应及时更换。10、入井电缆的入井口处应具有防雷设施。11、 应配备专业维护人员，保证24小时都有维护人员值守。12、 通信电话线路严禁与其它动力电缆、安
38、全监控设备等电缆共用。13、 矿井通信联络系统发生故障，必须在2小时内恢复正常运行，否则，应停止作业；矿井某一作业点通信设备发生故障，必须在8小时内恢复正常运行，否则，立即停止该作业点的一切作业。14、 调度通信交换机必须做到24小时不间断运行，主板、话筒等关键设备应有备份。当工作主设备发生故障时，备份设备应在5min内投入工作。15、 调度室应24小时有专业维护人员值守，应认真记录通信系统的使用情况，发现故障及时维护。16、调度室应双回路供电，并配备不小于8小时的在线式不间断电源。17、调度室应有可靠的接地装置和防雷设施。18、提升信号采用信号照明综保供电，要求信号声光齐全，灵敏有效，禁止井
39、底把钩工直接向绞车室发信号提升。把钩工及绞车司机必须持证上岗，不得擅自离岗，信号规定：一停、二提、三放、不明确的点为事故点。二、照明系统1、1908井底车场安装一台防爆灯，电源取自信号照明综保。2、井下人员采用携带式新型矿灯照明。三、矿灯管理制度1、矿灯完好总数至少应比正常用灯总人数多10%。2、矿灯集中统一管理，必须编号、专人专灯，人、灯、牌“三对口”。3、不得在井下拆彻，镐打矿灯，禁止使用失爆矿灯和矿灯充电室兼做他作。第九节 人员定位系统为加强我矿安全生产，实现我矿井下作业人员出入井的有效识别和监测监控，迅速了解入井人员的分布情况，提高应急救援工作的效率，必须遵守下列规定：1、监控室计算机
40、操作员应熟练掌握软件的操作方法，做到卡号与持卡人相符。2、对人员定位跟踪系统井口的设备、LED大屏和电脑主机，管理人员要定期进行检查。 3、标识卡统一固定在矿帽上，新工人到矿，经过安全教育培训后，必须配戴有标识卡的矿帽入井，检身工在人员入井时应对每一位矿工进行仔细检查，不配戴标识卡矿帽者不允许入井。4、主井、风井、井底车场及运输大巷的读卡器，供电电源由监控室负责管理。各采、掘工作面的读卡器、供电电源由机电科负责管理。5、配戴标识卡的入井人员不允许更换配有标识卡的矿帽。6、不得弄虚作假没有入井却把标识卡带入井下。7、妥善保管标识卡，丢失或损坏应及时上报安全科，并进行补卡 8、根据矿井采掘变化，读
41、卡器设立点的移动增减，设备线路延长或回收及相应调整，报请有关领导，由监控室维修人员组织实施安装。设备入井前必须经过检测、校验，确保设备完好，否则严禁设备入井。9、监控室值班人员必须随时观察设备运行情况，发生故障应及时通知维修人员处理，在处理井下故障时应严格执行规程有关规定，并填写故障记录，故障设备在井下无法处理时，应在24小时内更换。10、井下人员定位跟踪系统的所有设备，每一个月必须进行全面检查，并详细做好检查记录。11、矿井系统发生变化时及时绘制人员定位跟踪系统布置图，标明读卡器位置 。第十节 避难硐室及自救器1、避难硐室应布置在稳定的岩层中，避开地质构造带、高温带、应力异常区以及透水危险区
42、。前后20米范围内巷道应采用不燃性材料支护，且顶板完整、支护完好，符合安全出口的要求。特殊情况下确需布置在煤层中时，应有控制瓦斯涌出和防止瓦斯积聚、煤层自燃的措施。永久避难硐室应确保在服务期间不受采动影响，临时避难硐室应在服务期间避免受采动损害。2、避难硐室的设置要与矿井避灾路线相结合，应有清晰、醒目、牢靠的标识。矿井避灾路线图中应明确标注避难硐室的位置，井巷中应有紧急避险设施方向的明显标识，以方便灾变时遇险人员迅速到达紧急避难硐室。3、矿井通信联络系统应延伸至井下避难硐室，避难硐室内应设置直通矿调度室的电话。4、避难硐室内应配备自救器、照明设施、工具箱、灭火器等辅助设施。5、所有入井人员配备
43、额定防护时间不低于30分钟的自救器，入井人员应随身携带。6、自救器管理要求： 工作面5米范围内必须设有自救器，且不得影响运输，严禁使用失效过期、损坏的自救器。自救器的橡胶套磨损严重及破裂后不得继续使用，应及时更换。自救器外壳的气密性要定期检查，随身携带的自救器，每月检查一次，固定存放的自救器每季检查一次，受到碰伤，有漏气可能的自救器，随时进行检查，平时避免摔落、碰撞自救器，也不能当坐垫使用，防治漏气失效。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织严格执行交接班制度，采用“三六”制作业，所有职工必须持证上岗。劳动组织表(表5)工种班次运料装煤工维修工支护工推车挂钩瓦检员班长安全员电钳工绞车司机矿领导早班1人1人2人3人地面1人1人1人11人1人1人中班1人1人2人3人地面1人1人1人1人11人1人晚班1人1人1人3人地面1人1人1人1人1人1人1人 第二节 主要技术经济指标主要技术经济指标表(表6)序号项目单位指标备注1每循环在册人数人332每循环出勤人数人303出勤率%95%4循环进度m3.65班进度m班1.26月进度m807循环率%858棵子、插条kgm309坑木消耗m3m0.29510电耗度m1
