11401E开切眼掘进作业规程.doc

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1、11401E开切眼掘进作业规程编 写：审 核： 生 产 部：机 电 部：安 全 部：机电经理：主管经理：2013年8月25日目 录第一章 概 况3第一节 概述3第二节 编写依据3第二章 地面位置及地质情况4第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况4第二节 煤层4第三节煤层顶底板5第四节 地质构造6第五节 水文地质6第六节影响掘进的其他因素9第三章 巷道布置及支护说明10第一节 巷道布置10第二节 支护设计10第三节 矿压观测11第四节 支护工艺12第四章 施工工艺13第一节 施工方法13第二节 凿岩方式13第三节 爆破作业14二、装载与运输17三、管线及轨道敷设17第五章 生产系统18第一节 通

2、 风18第二节 压 风21第三节 瓦斯防治21第四节安全监控21第五节供 电22第六节 排 水22第七节 运 输22第八节 通讯系统23第六章 劳动组织与技术经济指标25第一节 工作制度及劳动组织25第二节 作业循环25第三节 主要技术经济指标26第七章 安全技术措施27第一节 一 通三 防27第二节 顶 板28第三节 爆 破29第四节 防 治 水31第五节 机电管理31第六节 运 输32第七节 其 他32第八章 灾害应急措施及避灾路线33一、自救互救33二、创伤急救34三、触电急救35四、消防急救37五、自救器操作37六、避灾路线39第一章 概 况第一节 概述一、掘进巷道名称：11401E开

3、切眼。二、巷道断面：矩形巷道，掘进断面为19.24，掘宽7.4m ，掘高2.6m；净断面18.00，净宽7.2m ，净高2.5m。三、掘进目的及用途：主要用于11401E综放工作面支架设备安装、回采、通风等。四、巷道设计长度：1.巷道设计总工程量：77.952m2.相关参数见下表 11401E综放工作面开切眼设计参数一览表开口位置11401E运输顺槽实测中1点以西21.3m巷道断面矩形施工单位华能公司伊犁项目部开口坐标X=4882087.5187， y=15339258.7321，z=1369.802支护方式锚网索梁点段方 位坡度工程量（m）掘进断面（m2）净断面（m2） 平距斜距断面掘宽掘高

4、断面净宽净高口Q11800000 000 00 2.352.3519.247.4002.6018.007.202.50Q1Q21800000 000 00 4.54.519.247.4002.6018.007.202.50Q2Q31800000 +500 00 4.4834.519.247.4002.6018.007.202.50Q3Q41800000 +1000 00 4.4324.519.247.4002.6018.007.202.50Q4Q51800000 +1500 00 14.75115.27119.247.4002.6018.007.202.50Q5Q61800000 +4042

5、43 17.51823.11119.247.4002.6018.007.202.50Q6Q71800000 4347 13 14.95820.7219.247.4002.6018.007.202.50 第二节 编写依据1.11401E综放工作面开切眼设计平剖面图。2.11401E掘进工作面地质说明书。3.其他技术规范煤矿安全规程煤矿工人安全技术操作规程指南。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开采情况 地面相对位置及邻近采区开采情况 表1-1煤层名称B4层煤水平名称1368采区名称11采区工作面名称11401E地面标高（m）16001675工作

6、面标高（m）13631370开采深度（m）237312井下位置及四邻采掘情况工作面井下位于11采区东部，工作面北部为探巷，留设垂直46m、水平27m的隔离煤柱，南部、东部及西部为未开采区。工作面对应地表位置工作面地面位于风井筒以东，地表为沙丘，无其它建筑物及设施。采动沉陷及其对地表影响矿山为牧业区，随大倾角综放开采深度和强度的增加，采空区面积将不断扩大，地面塌陷面积和烈度将增加，矿井采动对地表将造成较为严重的破坏，地表产生台阶式沉陷、裂缝，雨季地表水、季节性洪流将完全会沿地表沉陷裂缝及废弃小煤窑井筒导入井下。要求矿方及早制定地面塌陷区治理方案，对塌陷坑、裂缝、废弃进口钻孔进行及时回填，封堵，构

7、筑地表水导流工程和沟渠，加大地表植被保护恢复，保障生态安全。走向长（m）225倾斜长（m）88面积（m2）19800第二节 煤层一、含煤性井田煤层赋存侏罗统西山窑组下段（J2x1）和中段（J2x2）。井田钻孔控制的0.30m以上的煤层13层，自下而上编号为B1、B2、B3、B4、B5、B6、B7、B8、B9、B10、B11、B12、B14，其中B4煤层为全区可采煤层，B6为局部可采煤层，其余煤层为不可采煤层。本工作面开采的是B4煤层。井田内B4煤层有14个钻孔揭露，控制煤层全层厚8.0816.48m，平均12.32m，煤层可采厚6.8614.88m，平均11.51m，煤层结构简单，含夹矸04层

8、。顶板为粗、中砂岩、细砂岩、泥岩、粉砂岩；底板为细砂岩、粉砂岩、泥岩；该煤层14个见煤点均可采，为全区可采煤层，标准差为2.456m，变异系数为21.34%，属稳定型煤层。二、煤质井田内的煤为高等植物形成的腐植煤，肉眼观测其颜色为黑色，条痕为褐黑色，光泽为沥青光泽，条带状结构，参差状断口，块状构造，较致密和坚硬。简易燃烧试验：煤易燃、烟浓、焰长、不熔融、不膨胀，B4煤层视相对密度平均值为1.33。三、煤类及煤的工业用途评价井田内的煤为低变质烟煤，变质阶段属阶，煤类主要为不粘煤（31BN），煤质为特低灰-中灰，高挥发分中高挥发分，特低硫，特低磷低磷，高热值，低熔灰分的煤。煤类：井田内煤层B4主采

9、煤层为不粘煤（31BN）。煤的工业用途：是优质的动力用煤，也可做化工用煤及民用煤。第三节 煤层顶底板一、煤层顶底板岩石特征B4煤层顶板岩性主要为粉砂岩，天然容重为2.322.60g/cm3。岩石抗拉强度为0.115.00 MPa；直剪切强度为0.807.88 MPa，软化系数为0.090.51；RQD值一般在22.8%66.4之间，为不稳固顶板。B4煤层底板岩性主要为粉砂岩。抗压强度为3.8031.90MPa；直剪切强度为1.308.90MPa，干燥状态下直剪切强度为11.7021.00 MPa，软化系数为0.080.63； RQD值一般在18.4%67.2之间，为不稳固底板。通过上述分析对此

10、可知，在饱和状态下的岩石抗压强度在3.173.1 MPa之间，属不稳定中等稳定。煤层顶底板岩石的软化系数在0.080.80之间，属易软化的岩石。抗拉强度值在0.15.2MPa之间；井田内各煤层的顶底板岩石力学强度均属次软质岩石。（二）瓦斯1、瓦斯井田内B4煤层瓦斯成分基本相同，其瓦斯成分CH4为12.95%60.42%，CO2为5.19%22.45%，N2为26.89%70.23%。B4煤层一般随煤层的深度不同，瓦斯成分逐渐增大。全区属于氮气-沼气带。根据地质报告提供资料，井田内瓦斯梯度为204.98mm3t。2、煤与瓦斯突出危险性根据中煤国际工程集团武汉设计研究院所作新疆中富矿业有限责任公司

11、红山西煤矿开采煤层煤与瓦斯突出危险性评估报告分析，依据现有的地质资料，红山西煤矿的B6、B4煤层在钻孔控制的井田范围内评估为无煤与瓦斯突出危险性。第四节 地质构造（一）区域构造本区大地构造位置属北天山褶皱带北缘的乌鲁木齐山前坳陷西端，区域构造表现为近东西向的一系列平行褶皱和压扭性冲断裂，同时伴生斜交的次一级扭（切）性断裂。本区褶皱构造主要为乌拉斯台背斜，背斜轴向为北东东-南西西向，背斜两翼完整基本对称，有侏罗系地层组成。该背斜为长轴状背斜，轴向7080。北翼地层在50左右，南翼地层倾角在60左右，靠近轴部倾角大，远离轴部倾角逐渐变小。本井田位于背斜北翼。井田及附近未发现火山岩及岩浆岩。（二）井

12、田构造井田位于乌拉斯台背斜北翼，井田总体为一向北倾的缓倾斜单斜构造，倾向340355，倾角2545，地层倾向由东向西逐渐向北西西方向偏转，地层倾角由浅至深逐渐变小，但变化不大。根据地质报告提供资料，井田构造类型为简单构造类型。井田内无岩浆岩分布。第五节 水文地质（一）地表水井田范围内地表水不发育，无常年性水体，地表水大部分补给地下水或汇入安集海河。（二）含（隔）水层（段）划分一览表 1、第四系全新统坡积全新统冲积（Q4al）透水不含水层（）大面积分布在井田内，分布于安集海河古河床两岸，由冲积砾石、卵石、砂粒组成，分选性差，据钻孔控制，厚120310m，平均181.41m，由于此层相对于安集海河

13、最低基准面位置较高，虽透水性较好，但不具储水条件。7-3孔、9-1孔、1-5孔抽水试验资料证实，本层不含水。2、中侏罗统头屯河组裂隙弱富水性含水层（）主要岩性灰黄绿色、灰黄色粗砂岩，本组地层控制厚度34.32m，为弱富水性含水层。3、中侏罗统西山窑组（J2x）裂隙弱富水性含水层()该组含水层与隔水层以互层的形式组成。其中隔水层岩性主要以泥岩、泥质粉砂岩为主，而含水层岩性主要以粗砂岩为主。据1-1、3-1、3-2、5-2、7-2、9-2、9-3、1-5孔控制的情况，B4-B9段含水层厚度在7.6236.4m之间，平均21.30m。据7-3孔的抽水试验的结果，渗透系数()为0.004868m/d，

14、钻孔单位涌水量(q)0.00071L/sk；1-5孔的抽水试验的结果，渗透系数()为0.0096m/d，钻孔单位涌水量(q)0.00072L/sm。由此可知，此含水层为弱富水性含水层。4、下侏罗统三工河组（J1s）相对隔水层（）以湖相为主的碎屑沉积。岩性由深灰、灰绿、灰黄色泥岩、粉砂岩、细砂岩夹少量砂岩组成，俗称“虎皮层”。7-1孔控制厚度仅90.66m。据区域水文地质资料，此层为相对隔水层。（三）地下水与地表水间的水力联系第四系为透水不含水层，且基准面高于安集海河河床，降雨和上侧地下径流水大部分经由地下补给入安集海河。（四）矿床充水条件分析影响井田矿床充水的主要因素有地层岩性、构造、地表水、

15、大气降水、地表暂时性水流。1、地表水大气降水和来自井田上方的地表水流大部分渗入井田第四系透水不含水层，通过地下补给入安集海河，对井下开采不构成直接威胁。2、安集海河侧向补给井田东界的安集海河直接盖于井田煤系地层之上，对下伏煤系地层及主煤段可直接充水。但井下开采区距安集海河较远，不至于发生由于安集海河河水而产生的矿井突水问题。（五）矿床充水途径矿床充水主要以煤层及地层含水层充水为主，部分接受安集海河侧向补给。（六）井田水文地质勘探类型及涌水量分析根据地质报告提供资料，本井田水文地质勘探类型属裂隙类、水文地质条件简单的矿床。即二类一型。地质报告预算+1000m水平矿井正常涌水量为409.87m3/

16、d。设计以此涌水量值作为设计+1130m水平排水设施的设计依据。（七）突水的可能性分析及突水强度预计（1）突水因素分析1）地表水突水的可能性分析从区域地势分析，区域大量水汇集于本区的可能性几乎没有。本区发生强降雨、汇集后通过塌陷区溃入井下的可能性也很小。安集海河是该区域内地表唯一常年性水体，但安集海河位于井田东南部2.5km之外，与井田煤系地层之间水力联系微弱。2）顶板冒落导致突水的可能性分析开采本矿开采倾斜煤层，最终采空区冒落带导通地表。但由于井田内地表水系不发达，不会发生突水。含水层均属于弱含水层，不会发生地下含水层突水。3）通过断层突水的可能性分析井田内无断裂构造。4）老采空区和回采形成

17、的采空区积水突水的可能性分析回采形成大规模的采空区是必然的，在不采取疏干措施的前提下，会存积大量的老空水。一旦沟通，必然发生突水。本矿为新开发井田，区内无老的开采活动，因此无老采空区积水造成突水的可能；但矿井在今后的生产过程中应加强对生产采空区的管理，避免生产采空区突水事故的发生。5）邻近矿井采空区水害威胁本矿的危险性分析本矿临近生产井为红山煤矿二号平硐、红山煤矿四号井，但距离较远，临近生产井采空区对本矿无水害威胁。6）综上所述，按照突水水源划分，采空区大量积水可能引发突水；按照突水地点划分，可能发生突水的地点包括导通 “积水采空区”的掘进工作面、回采工作面。（2）突水强度预计突水强度的主要影

18、响因素为：水源、水头、突水通道规模及特性。（八）矿井涌水量及矿井水文地质类型预计地质报告预算+1000m水平矿井正常涌水量为409.87m3/d（折合17.07m3/h）。设计以此涌水量值作为设计+1130m水平排水设施的设计依据。根据2009年9月21日国家安全生产监督管理总局令第28号颁布的煤矿防治水规定之插表2-1中矿井水文地质类型划分标准，进行对照，如表1-3-10，可以看出：预计本矿井+1130m以上为水文地质条件中等类型。第六节 影响掘进的其他因素一、煤尘爆炸煤尘爆炸试验结论表明矿井可采煤层煤尘均有爆炸性危险。二、煤的自燃倾向性本井田内的煤属易自燃的煤，故在未来开采中，对通风系统和

19、煤的自燃应进行科学管理，以有效的措施，严防煤的自燃，确保煤矿安全生产。三、地温本区未发现地温异常。四、煤的风化带本区与乌苏红山煤矿四井田为同一构造单元，依据乌苏红山煤矿四井田生产地质报告中确定的煤层风化带，确定煤层露头线垂深20m之内为风化带。五、火烧区本井田内无火烧区。六、地质部门的建议1.为了最大化回收煤炭资源，特布置了11401E综放工作面，为此，必须严格执行“先探后掘”，及时向生产技术部反馈信息，以便于科学指导生产。2.由于煤层自然发火期较短，巷道施工过程中必须严格控制顶板，防止冒顶形成热量集聚造成煤层自然发火。3.矿井煤层底板等高线为预测的，实际施工过程中详细收集地质资料。第三章 巷

20、道布置及支护说明第一节 巷道布置11401E开切眼中心线位于11401E运输顺槽实测中1点以西21.69m处，切眼与运输顺槽的夹角900000第二节 支护设计开切眼支护形式为“锚网索梁”支护，初掘巷道顶部铺设规格为8002800mm的由6号钢筋焊接制作而成的网孔为7070mm的钢筋网片进行护表，锚杆间排距600m700mm，顶部采用202200mm的螺纹钢锚杆，帮部采用 201800mm的螺纹钢锚杆支护，锚杆间排距800700mm，每隔1.4m打注锚索梁支护（即一排锚网一排锚索梁），梁长 2.4m，锚索规格为15.247000-1500mm，锚梁呈五花形布置。帮部铺设12#铅丝菱形网片进行护表

21、，网片规格为：长宽=4000800mm，网孔规格为5050mm。钢托板规格为长度厚=10010010mm的冷压碟形托盘；木托板规格：长宽厚=20030050mm。 开切眼距离中间巷20m前，在中间巷内与开切眼立体交叉位置（沿中间巷走向8m范围）清净浮煤，在巷道底 板按照700800mm的间排距打注202200mm的螺纹钢锚杆，铺设钢筋网片支护，然后沿中间巷走向放置4根长8m 的11#矿用工字钢，工字钢与钢筋网片联为一体，最后用水泥砂浆捣制巷道底板。 第三节 矿压观测一 、锚杆锚固力监测 为保证锚网巷道支护质量，保证锚杆的预紧力、锚固力足够，巷道掘进过程中，必须保证锚杆安装质量，施工人员必须用力

22、矩扳手对锚杆逐根进行预紧力监测，对巷道锚索进行预紧力张拉监测，保证锚杆扭力矩达到300N.M以上，锚索预紧力达到120KN以上，每300根锚杆为一组，采用锚杆拉力计对支护锚杆进行拉拔力试验，保证锚杆抗拔力达到50KN以上。二、顶板离层及巷道表面位移监测1.巷道开口位置为交叉点，跨度大，顶板稳定性差，为此在开切眼开口位置顶部安设一台KGE-30B型顶板离层监测仪，及时监测顶板下沉量。2.数据收集及资料整理分析巷道内悬挂顶板离层指示仪管理牌板，开始一个月每7天、以后每半个月由队技术人员进行观测填写，要求数据准确、内容齐全、文字清晰。第四节 支护工艺一、打眼工艺采用ZQS50/1.6S气动手持式钻机

23、或MQCT-70C风动锚杆钻机打眼。 1.打眼前，首先严格检查中、腰线、巷道断面尺寸，不符合设计要求时必须先进行处理，其次由验收员按中腰线画出巷道轮廓线,用粉笔标定眼位。锚杆眼位置要求准确，眼位误差不得超过100mm。 2.打锚杆眼前应用洋镐刷至硬帮，保证煤壁平整。 3.打眼按照由外向里，先顶后帮的顺序进行。 4.锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配。 5.打锚索眼采用湿式打眼，竖起钻机使钻机与钻杆处于正确位置。6.开机钻眼，要扶稳钻机，先升气腿，使钻头顶住煤（岩）面，确保开眼位置正确。7.拱角及底脚锚杆角度必须与设计相一致。二、锚杆锚索安装工艺1.安装前，应将眼孔内的煤粉用掏勺或高压水冲洗干净。锚杆

24、的安装应从顶部向两侧进行，两帮锚杆先安装上部，后安装下部。2.树脂锚固剂锚杆 a：检查锚杆孔符合安装要求后，用锚杆将所要注入的树脂锚固剂顶住缓缓送入孔内。 b：锚固剂送入孔底后，快速在杆体尾部套上锚杆钻机，匀速转动杆体搅拌锚固剂。搅拌时间约为30s,树脂锚杆安装不得中断，应一锚到底。 c：安装完毕后，避免杆体自重下滑，在取下锚杆钻机之前，可用木楔或煤块在孔口楔紧杆体。 d：杆体安装2分钟后，铺设网片安装托板，并紧固螺母。2.树脂锚固剂锚索 a：检查锚索孔符合安装要求后，用锚索将所要注入的树脂锚固剂顶住缓缓送入孔内。b：锚固剂送入后，在锚索尾端插入锚杆钻机，边搅拌边推进至孔底，搅拌时间约为30s

25、。c：搅拌树脂锚固剂过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌。d：锚索安装完毕后，1015分钟后安装托梁并利用张拉千斤顶紧固索头。张拉预紧力控制在120KN以上。第四章 施工工艺第一节 施工方法掘进方式：开口20m坡度小于15，采用综掘机全断面一次性掘进，然后采用钻爆法导硐掘进，即先从下向上掘宽度2.8m、高度2.6m的小断面切眼至设计位置后，按从上到下的顺序扩掘与运输顺槽贯通，使施工巷道达到切眼设计要求。切眼扩面结束后，在距巷道中心线（轨道中心线）左右各3.0m处的回风顺槽位置向南掘进绞车安装峒室，在绞车硐室口的回风顺槽顶部按1.5m的排距打注15.247000-1500mm的树脂锚固剂

26、锚索梁加强支护。锚索梁为长2.0m的11#矿用工字钢，一梁两索，锚索孔布置在距离锚梁两端各0.4m处。加强支护。第二节 凿岩方式钻爆法掘进。打眼采用ZQS50/1.6S型风动锚杆钻机配合1.2m长麻花钻杆、双翼合金钻头打眼，钻眼直径35mm。工作面同时工作二台风动钻机，备用一台，打眼工要严格按照巷道掘进炮眼布置图的要求布置钻眼。煤巷炮掘面采用气动手持式钻机打炮眼第三节 爆破作业 1.初掘巷道炮眼布置掏槽眼（16号）：采用六眼垂直揳形掏槽，两对眼对称巷道中心偏下布置。水平眼口距1.2m，垂直眼口距0.5m，眼底距0.4m，眼深1.2m，最低一对眼距巷道底板0.8m，与工作面水平夹角65，垂直夹角

27、43。辅助眼（712号）：水平眼口距0.65m，垂直眼口距0.5m，均匀分布在周边眼与掏槽眼之间,深1.0m，与工作面水平夹角90，垂直夹角43。周边眼（1327号）：眼口距0.65m，眼口距巷道掘进轮廓线0.1m，眼底落在巷道轮廓线上，眼深1.0m，外甩8，水平夹角90，垂直夹角43，顶眼48。底眼（2832号）：眼口距0.65m，眼口距巷道底板0.3m，眼深1.0m，垂直夹角28，水平夹角90。爆破说明书炮眼名称眼号眼深炮眼角度封泥长度(m)装药量(码/眼)雷管段别联线方式水 平垂 直串联掏槽眼161.265430.52辅助眼7121.090430.52周边眼13271.0外甩8480.5

28、2底眼28321.090200.52合计3264预期爆破效果名 称单 位数 量名 称单 位数 量巷道断面m27.28普氏系数f12炮眼利用率%80炮眼深度m11.2循环进尺m0.8炸药消耗量Kg/循环9.6炮眼个数个32雷管消耗量发/循环32 2.扩掘巷道炮眼布置掏槽眼（16号）：采用六眼垂直揳形掏槽，两对眼对称巷道中心偏下布置。水平眼口距1.1m，垂直眼口距0.5m，眼底距0.4m，眼深1.2m，最低一对眼距巷道底板0.8m，与工作面水平夹角68，垂直夹角-43。辅助眼（727号）：水平眼口距0.55m，垂直眼口距0.5m，均匀分布在周边眼与掏槽眼之间，眼深1.0m,工作面水平夹角90，垂直

29、夹角-43。周边眼（2845号）：眼口距0.55m，眼口距巷道掘进轮廓线0.1m，眼底落在巷道轮廓线上，眼深1.0m，外甩8，水平夹角90，垂直夹角-43，顶眼-39。底眼（2832号）：眼口距0.55m，眼口距巷道底板0.3m，眼深1.0m，垂直夹角-52，水平夹角90。 爆破说明书 炮眼名称眼号眼深炮眼角度封泥长度(m)装药量(码/眼)雷管段别联线方式水 平垂 直串联掏槽眼161.265-430.52辅助眼7271.090-430.52周边眼28451.0外甩8-430.52底眼46531.090-520.52合计53106预期爆破效果 名 称单 位数 量名 称单 位数 量巷道断面m211

30、.96普氏系数f12炮眼利用率%80炮眼深度m11.2循环进尺m0.8炸药消耗量Kg/循环15.9炮眼个数个53雷管消耗量发/循环53二、装载与运输巷道开口掘进运煤方式采用40T刮板输送机运输，小断面导硐掘进时煤炭自溜至40T刮板输送机运输。运输顺槽及运煤联络巷采用40T刮板输送机运输，中间巷采用DP540/800皮带机运输。 掘进设备配备表 序号名 称型 号功率/W单位数量备注1移变KSGZY500/10500KVA台1供电2风机FBD6. 3/21515KW2台2供风3皮带输送机、DP540/80055KW台2运煤4刮板机SGW-40T、SGW-30C40 KW15煤电钻MZ-1.21.2

31、KW台2钻探6潜水泵BQW7.57.5KW台2排水7综掘机EBZ-132SH132KW台1掘进8风动锚杆钻机MQT-130/3.2台3备用1台9气动手持式钻机ZQS50/1.6S台3备用1台10移动空压机MCGF21.5/8G132KW台1打眼11综保BZ80-2.5台2煤电钻12低开QJZ1120/660台4供电13馈电开关KBZ400/1140（660）台2供电14防爆电话KT1017部2通讯15力矩扳手把2支护工具三、管线及轨道敷设、滑道敷设开切眼掘进完工后在开切眼中心线敷设规格长宽=1.51.2m的滑道，滑道间用自制道夹板链接，滑道与开切眼底板181000-500mm的钢筋锚杆固定。滑

32、道必须按标准铺设。主要运输巷道轨道的，铺设质量应符合下列要求：1.扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于2mm。2.直线段2条钢轨顶面的高低偏差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。3.直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。4.在曲线段内应设置轨距拉杆。5.轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。、管路吊挂：管路安装

33、好以后达到：平、直、稳，接头严实，各种构件齐全，阀门齐全有效，吊挂绳索及卡接安全牢固，管路吊挂高度符合要求。吊挂规范：1.随巷道掘进及时接供排水、压风管路沿巷道一帮上下平行铺设。2.吊挂的高度根据管路趟数和巷道实际高度确定，巷道高度允许时，最下面一根管路吊挂的垂直高度一般在距底板1.8米。3.吊挂长度根据现场需要确定，垂直距离一般不超过1米。4.管路要铺设平直，30米范围内高低差小于100mm，不准拐死弯。5.管路阀门必须齐全有效。电缆吊挂1.电缆吊挂使用标准电缆钩，同一巷道内必须使用统一规格的电缆钩。2.电缆悬挂高度距底板1.8米以上。3.电缆钩用五联钩，缆钩间距为2.0m。电缆钩固定时要钢

34、丝绳拉水平线悬挂，保证电缆悬挂平直，垂度一致。遵循高压在下、低压在上的原则，电缆不得扭结交叉。4.多余电缆可折返悬挂，严禁电缆成团、成捆、相互交叉或铁丝吊挂。第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式及供风距离巷道掘进时施工窝头均采用局部通风机压入式通风，最长供风距离为800m。工作面风量计算1.1 按瓦斯涌出量计算Q=100 Q瓦K1000.991.7=168.3 m3/min式中 Q瓦掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.99m3/ minK不均衡系数，取1.7。1.2 工作面同时工作最多人数计算Q=4N=430=120m3/min式中 4每人每分钟供给的最低风量m3 N工作面同时工作的最多人

35、数1.3 按最低风速进行验算：Q切60VS=600.2518=270m3/min2.局部通风机选型根据风量计算，开切眼选择FBD6.3/230型局部通风机（供风量为520330m3min），可满足工作面的供风要求。3局部通风机安装地点和通风系统掘进过程中局部通风机安设地面，距回风斜井井口间距不小于10m。4.通风系统进风线路：地面新鲜风流回风斜井1466石门11401E回风联络巷11401E中间巷11401E运煤联巷11401E运输顺槽11401E切眼。回风线路：11401E切眼11401E运输顺槽11401E运煤联巷11401E中间巷11401E回风联络巷1466石门回风斜井地面。5、降尘设

36、施布置及降尘线路5.1 降尘设施布置在开口以里10m处设置一组全断面降尘水幕。5.2 降尘线路:地面水池回风斜井1466石门11401E回风联络巷11401E中间巷11401E运煤联巷11401E运输顺槽切眼。6、附：工作面通风、降尘系统图第二节 压 风压风风源来自地面空压机。其压风系统为：地面回风斜井1466石门11401E回风联络巷11401E中间巷11401E运煤联巷11401E运输顺槽11401E切眼。第三节 瓦斯防治瓦斯检查员进入检查区域后，一手将连接瓦斯入口的胶管用探杖伸向测点（距巷道顶板200mm以下处）手压气球10次以上，待测气体进入气室，然后收回探杖，打开目镜护盖。观察光谱黑

37、线在分划板上的移动位置，同时调整测微手轮，使光谱黑线在分划板上移到靠近的整数位置上，再观察测微刻度盘上指示的读数，将分划板上指示的整数与测微盘上指示的小数相加即为该点的沼气浓度。在测定点距巷道底板200mm以上处，首先测出该点的瓦斯浓度，然后拔开二氧化碳吸收刘管，将仪器吸气嘴伸向同一点。同测瓦斯方法一样。吸取二氧化碳和瓦斯的混合气体。读出混合气体浓度数值减去已测出的同点的瓦斯浓度再乘0.952所得数即为该点的二氧化碳浓度。检查后及时填写记录手册，告知现场作业负责人或班组长并签字。第一次填写牌板时，将前一天同班次的检查数据全部擦净，然后依据本班每次检查检查结果，依次填写，标明日期、时间、检查人。

38、随着采、掘、开工作面变化情况及时将牌板移动到离工作面较近的安全易见的地方。检查完以后要及时向调度、队部进行班中汇报。第四节 安全监控采用KJ83N安全监控系统进行24小时不间断连续监测，在距11401E回风联络巷掘进窝头不大于5m范围安设KGJ16型CH4传感器T1。CH4传感器T1应悬挂于巷道上方风流稳定位置，距顶板不得大于300，距巷道侧壁不得小于200。CH4传感器报警浓度1.0%，CH4传感器断电浓度1.5%，CH4传感器复电浓度1.0%。其安全监控线路为：地面回风斜井1466石门11401E回风联络巷11401E中间巷11401E运煤联巷11401E运输顺槽切眼。第五节 供 电一、供

39、电方式:移动变电站供电。根据以上计算：选用KSGZY-1000/10型移动变电站完全满足运输顺槽掘进期间供电需要。二、供电路线地面临时变电所回风斜井1466石门1466石门移动变电站11401E回风联络巷11401E中间巷11401E运输顺槽开切眼配电点。第六节 排 水切眼11401E运输顺槽11401E中间巷11401E回风联络巷1466探巷水仓回风斜井地面。第七节 运 输一、运煤路线切眼11401E运输顺槽11401E运煤联巷11401E中间巷11401E回风联络巷煤仓联络巷刮板机小煤仓回风斜井箕斗地面。二、运料、行人路线地面回风斜井1466石门11401E回风联络巷11401E中间巷11

40、401E运煤联巷11401E运输顺槽11401E切眼。附：工作面运煤、运料、行人系统图第八节 通讯系统在11401E开切眼开口处安装矿用KT1017型电子防爆电话一部，以便于井上、下人员联系工作。其通讯线路为：地面回风斜井1466石门11401E回风联络11401E中间巷11401E运煤联巷11401E运输顺槽11401E切眼。第六章 劳动组织与技术经济指标第一节 工作制度及劳动组织一、 工作制度：工作面实行正规循环作业方式，“三八”工作制度。二、 劳动组织：实行多工种,多工序平行作业。1.交接班与现场安全检查,质量评估、设备检查平行作业；2.正前切割与后巷清理、备料平行作业；3.打帮顶锚杆眼

41、与注锚杆平行作业；4.铺联网与安装托板平行作业；5.窝头支护与皮带延伸、设备维护平行作业；6.掘进迎头正规循环作业与后巷打注锚索平行作业。劳动组织表序号工 种早班中班夜班合计1跟班队长11132班 长11133验收员11134打眼工33395爆破工11135电钳工11136打眼注锚杆3339合计11111133说明：按出勤80%计算，工作面配备42人。第二节 作业循环工作面循环进度0.8m，采取“一掘一支”的作业方式。其中早班为设备检修，班循环1个，中、夜班各2个循环，日循环5个。第三节 主要技术经济指标附：正规循环作业图表技术经济指标表工作面技术经济指标表 序号项 目单位开切眼初掘开切眼扩掘1掘进断面7.2811.962净断面6.511.253循环进度m0.80.84日循环个数个335日进度m2.42.46月进度m72727直接工效m/工.日0.1710.1718锚杆套/m12.5309树脂锚固剂卷/m252010金属网/m10911掘进总工程量m77.95277.952 第七章 安全技术措施第一节 一