煤矿井下水仓掘进作业规程.doc

《煤矿井下水仓掘进作业规程.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《煤矿井下水仓掘进作业规程.doc（39页珍藏版）》请在三一办公上搜索。

1、煤矿井下水仓掘进作业规程第一章 概况第一节 概述一、巷道名称及相应位置该水仓开口处位于10#煤换装硐室17.5米处，按方位为1755914的方向掘进。设计长度：238.87m工 程 量：2161.77m3坡 度： 20下坡服务年限：矿井服务年限预计开、竣工时间：该水仓自2011年2月底开工，2011年5月竣工二、掘进巷道的用途该掘进巷道为主副水仓。该巷道要用锚、网、喷支护，巷道净断面为：宽 3300mm，高 3100mm，掘进断面为 9.05 m3的半圆拱断面。主要担负矿井生产时期的排水任务。第二节 编写依据一、编写依据(1)根据山西省国土资源厅2009年11月颁发的采矿许可证，证号C1400

2、0002009111220041617。(2)山西省煤炭工业厅晋煤规发2010663号文关于山西吕梁离石贾家沟业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复及山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司兼并重组整合矿井目地质报告。(3)山西省煤炭工业厅晋煤办基发20101026号文关于山西吕梁离石贾家沟业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计的批复及山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计(4)煤矿安全规程(5)质量标准化标准和考核评级办法(6)山西煤炭规划设计院设计施工图(7)矿山井巷工 程施工及验收规范第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置山西吕梁离石贾家沟煤业有限公司位于吕梁市离

3、石区南12km红眼川乡冯家焉村一带。行政区划属离石区红眼川乡。其地理坐标为东经11110081111316，北纬372718 372953。井田距离石区约12km，有柏油公路相通，离石区西距209国道直距约7km;距临-离-柳-石扶贫公路直距约7km;离石区东距307国道直距约8km;经离石出入口可与太(原)-军(渡)高速公路相接，交通较为便利。第二节 煤层的赋存特征一、煤层产状，厚度，结构，坚固系数和层间距本井田构造简单，总体上为一单斜构造，走向近南北，倾角为25，井田南部发育7条规模极小的断层。本井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组平均厚度68.32m，含02、03、1

4、、2、3、4、4下、5、5-2、5-3号煤层，其中4号煤层为可采煤层，5号煤层为局部可采煤层。煤层平均总厚3.29m，含煤系数4.8%;可采煤层厚1.8m，可采系数2.6%。太原组平均厚度73.80m，含6、7、8、10、11、12号煤层，其中6、10号煤层为稳定可采煤层。煤层平均总厚8.95m，含煤系数12.1%;可采煤层厚7.64m，可采系数10.4%。6号煤层赋存于太原组上部，上距4号煤层23.06-38.59m。煤层厚度0.421.57m，平均1.22m。井田内该煤层层位稳定，除东南部ZK10-3、号孔局部不可采外，其余地段均达可采。煤层结构简单，有时含1层夹矸。煤层直接顶板为泥岩、砂

5、质泥岩偶为石灰岩，底板大多为泥岩、砂质泥岩。重组前原新崖上煤矿曾开采该煤层，井田西南部分布有少量采空区。4、10号煤层赋存于太原组下部，上距6号煤层29.58-44.65m。煤层厚度5.817.22m，平均6.42m，为井田稳定可采煤层。煤层结构极复杂，一般含2-4层夹矸，局部含5-6层夹矸或不含夹矸。煤层顶板大部为石灰岩、泥岩或砂质泥岩，局部为泥灰岩或细砂岩。底板大部为泥岩，局部为砂质泥岩。二、煤层瓦斯涌出量，瓦斯等级、瓦斯突出倾向;煤层自然倾向、自然发火期、煤尘爆炸指数、地温。该煤层瓦斯绝对涌出量为0.64m3/min，相对涌出量为3.38 m3/min，属低瓦斯矿井。该煤层开采以来从未发

6、现瓦斯突出现象。无瓦斯突出倾向。该煤层自燃倾向性为为：煤的吸氧量为0.6994cmg,自然倾向性等级为级，自然倾向性为自然。无自然发火倾向。煤尘爆炸指数为30%，煤尘有爆炸性。地温一般为16，对开采无危害。第三节 地质构造根据本矿钻孔中采取各煤层顶底板岩石力学试验样进行煤层顶底板岩石力学性质试验，井田各可采煤层顶底岩石工程地质特征如下：4号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩，泥岩抗压强度为32.5-42.7MPa,抗拉强度0.3-0.4MPa。强度变化大,稳定性差。底板为中砂岩、泥岩或砂质泥岩，泥岩抗压强度33.6-43.6MPa，抗拉强度0.2MPa。6号煤层直接顶板为泥岩、砂质泥岩、中细砂岩，老

7、顶为石灰岩，老顶极限抗压强度为66.8-156.9MPa，抗拉强度1.3-3.5MPa。粉砂岩底板极限抗压强度为80.3-122.4MPa，抗拉强度为2.6-3.7MPa。底板为泥岩、砂质泥岩或中细砂岩，顶板不易管理。10号煤层直接顶板为灰岩，裂隙较发育,一般充填方解石脉.抗压强度93.8-169.4MPa,抗拉强度1.9-3.1MPa,一般为较坚硬稳定岩石.底板为泥岩及砂质泥岩。抗压强度25.9-61.3MPa,抗拉强度0.4-0.5MPa。本井田地质构造比较简单，断层、陷落柱不发育，基岩深埋地下，岩层稳定性和整体性好。煤层顶底岩层为砂岩、石灰岩等坚硬岩层或泥岩、砂质泥岩等软弱岩层，除井田东

8、部浅埋区岩层受到一定风化，岩质强度有所减弱外，其它地段均为正常沉积岩层。煤层顶底板容易支护。总之本井田顶底板岩石工程地质复杂程度为简单-中等类型。第四节 水文地质一、地表水本井田内常年性地表河流，仅几条较大沟谷中雨季有短暂洪水通过，向西北汇入东川河后向西南汇入三川河，三川河向西南排向黄河。二、井田主要含水层(一)奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层本地层在井田内全部被覆盖，埋藏于井田深部，地层厚度大，分布广泛，溶洞和裂隙发育，具有良好的含水空间，富水性强，水量大，水质较好，是井田主要含水层。据该矿2004年和2006年在井田西侧2km处大土河焦煤公司9号水源井和井田西部12号水源井资料，奥灰水位标高分别为

9、805.46m和802.87m，出水量分别为195.60m3/h和180.60m3/h。根据以上水源井资料和区域奥灰等水位线推测井田内奥灰水位在801-808m，奥灰水埋深200m左右，水质属HCO3-CaMg型,矿化度0.2-0.5g/L。井田可采煤层均高于奥灰水位，无带压开采问题。(二)石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层太原组含水层主要为三层石灰岩，从上到下为L5、L4、L1，总厚约25m左右，灰岩裂隙较发育，岩芯较破碎。钻孔在灰岩地层中，大部分出现漏水情况，含水层顶板埋深在65-144m左右,据井田西部64号水文孔抽水试验资料，单位涌水量q=0.00088L/sm，渗透系数为0.0062

10、m/d，水位标高分别为944.25m。水质类型为HCO3- CaMgNa型,总硬度27.19，PH值7.8。属弱富水含水层。(三)二叠系碎屑岩类砂岩裂隙含水层井田内该含水层有零星出露，含水层以细、中粗砂岩为主，平均厚度17.90m.含水层裂隙不发育,富水性弱.顶板埋深为0-160m,据井田西部64号水文孔抽水资料，单位涌水量为q=0.0022L/sm，渗透系数为0.012m/d，水位标高为998.04m，水质类型为HCO3 - CaMgNa型, 总硬度20.49，PH值7.8。属弱富水含水层。 (四)第四系、上第三系孔隙含水层第四系中、上更新统出露高，补给条件差，含水层连续性差，基本属透水不含

11、水层。全新统主要分布于井田沟谷中及北部边缘，含水层以砂砾石层为主，厚度小，富水性也较弱。水质属HCO3SO4- CaMg型,矿化度0.544g/L。上第三系上新统广泛出露于井田沟谷中，含水层为砂砾岩，民井出水量小于10t/d。水质属HCO3- Na型。三、井田地下水的补径排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的径流区，岩溶水流经井田向南排出边界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄区较近，水力坡度小。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方向运移，上部石盒子组含水层中以泉的形式排泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。四、井田主要隔水层(一

12、)山西组隔水层山西组5号煤以下至太原组L5灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度13.00m左右，连续稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。(二)本溪组隔水层本溪组平均厚35.33m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。第三章 水仓布置及支护说明第一节 水仓布置该水仓位于换装硐室10#煤层段,巷道均为半圆型断面，净宽为3.0m,净高为2.9m，净断面为8.08m2。该水仓开口处7134夹角转弯至90，长度7.6 m。在巷道右帮扩大巷道断面2.4 m，长度8.4 m，缩

13、小断面，开副水仓，主副水仓夹角为30，平送(主水仓为12.487 m，副水仓为8.354 m)，开始变坡，坡度20下山(主水仓为11.482 m，副水仓为11.281 m)，平送4 m，开始转弯(主水仓夹角为90，长度14.137 m，如图1;副水仓为60，长度为9.425 m，如图2)，平送(主水仓长度为56.599 m，副水仓长度为36.515 m)，转弯(主水仓夹角均为90，长度均为14.137 m，如图3;副水仓夹角均为90，长度均为14.137 m，如图4)，平送(主水仓为16.2 m，副水仓为4.2 m)，缩小断面(宽1.7 m，高1.7m，长度3 m的半圆型巷道)每次以12转弯掘

14、进，逐次增加到90(如图所示)第二节 矿压观测一. 观测对象水仓槽掘进巷道。二. 观测内容巷道顶板离层量(下降);底板相对移近量(底鼓);两帮相对移近量(片帮)等。三. 观测方法测点布置：正常顶、两帮移近量观测。用钢尺量，每周观察一次，观察基点尽量选在顶板完好无淋水地段，从西回风顺槽开口5米起，每405m在底板上做一观察基点。四. 数据处理由工队技术员配合技术科测算，观察记录由技术科做分析判断，上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断修改设计补充措施，指导施工。第三节 支护设计一、 1、该水仓的主水仓开始平送29.8 m，然后下山，坡度为20，方位为1755914。副水仓在主水仓送至16

15、.6 m处开口，平送8.354 m，然后下山，坡度为20，方位为2055914。巷道断面为矩形断面，其断面面积为：毛断面：3.3m3.1m净断面：3.0m2.9m二、 支护方式(一) 临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m, 间距不大于1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚估剂不少于2根，锚固力不小于50kN。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为2.0m，前探梁上用2块规格为(长宽厚)=1500mm200 mm150 mm 半圆半圆木和木橼杆接顶 。(二)永久支护该工程为

16、锚杆支护。按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中L锚杆长度，m;K安全系数，一般K=2;H 冒落顶高度，m;L1锚杆锚入稳定岩石的深度，一般按0.5m;L2锚杆在巷道中的外漏长度，一般取0.1 m。其中：H=B/2f=2.4/23=0.4式中 ：B巷道开拓宽度，取2.4 m;F岩石坚固性系数，取4。则： L=2.0.4+0.5+0.1=1.4 m.2锚杆间排距计算，间排距相等：a=Q/KHr(1.41.8)1/2式中 a锚杆间排距，m;Q 锚杆设计锚固力，50KN/根H冒落拱高度，m;R被悬吊岩石的密度，取25KN/m3;K安全系数，取K=2。a=1.584 m通过以

17、上计算，选用直径18的圆钢锚杆1.8m,锚杆间排距为0.8 m。在支护中，当围岩稳定性较好时，锚杆的间排距为800mm，当围岩稳定性较差时锚杆的 间排距缩小为600mm。a) 锚杆支护质量要求1. 巷道净宽、净高允许误差为0+150 ;2. 锚杆间排句0.8m0.8m，允许误差为100 mm;3. 锚杆方向垂直于岩石面，最小不小于75;4. 锚杆托板紧贴岩壁，不得松动;5. 锚杆为露不得超过50mm;6. 锚固力不得低于50KN;第四节 支护工艺一、支护材料1、锚杆及锚固剂：锚杆采用直径18mm的金属锚杆，长度为1.8 m, 。每根锚杆使用一根树脂锚固剂。锚杆的外漏长度为3050 mm,托片由

18、厚12mm, 直径为100mm的圆形钢板制成。树脂锚固剂的型号为MSCK23/40型。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼：(1)首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找到危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。(2)打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。(3)打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27 mm;风钻钻头直径为32mm.使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。(4)打眼深度为1.75m，锚杆外露长度小于50 mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉法理干净。2.安

19、装锚杆：(1)装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。(2)安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚机，待5min后方可卸下联接套。20min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。(3)锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。(4)锚杆的锚固力不得低于50kN/根。第四章 施工工艺第一节 施工方法采用炮掘施工方法，打眼时要按炮眼布置方法执行(见爆破说明书和炮眼布置图)第二节 凿煤(岩)方式1、 本规程所有

20、巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。2、 打眼使用风钻进行打眼，安注锚杆使用锚杆机进行。 掘进工艺：打掏槽眼装药联线放炮通风打其它眼装药、联线放炮通风出煤支护、周而复始。第三节 爆破作业一、爆破材料：a.爆破及有关器材、煤电钻、煤矿许用炸药、煤矿许用瞬发电雷管，1.8米钻钎，矿用MFB100发爆器，放炮线采用绝缘良好双线，联线方式为串联。b.炮眼直径:炮眼直径确正为23-26cm。c.炮眼深度：所有炮眼，眼深1.5米。二、工作面炮眼布置法：分三次放炮，第一次先在中下部煤层布置双排眼进行掏槽，炮眼个数4个，间距100cm,每眼装药量为0.5公斤，水平楔形布置;等炮烟吹散及检查瓦斯后，第二次爆破

21、辅助眼，采用瞬发电雷管起爆，每眼装药为0.4公斤,间距60cm。成水平垂直布置;第三次，爆破周边眼装药为0.3公斤，爆破先后次序见附图。、第四节 管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路，供风管路、风筒等均应按断面图中规定位置，吊挂牢固整齐。风水管路接头要严密，不得漏风漏水。供风和排水管路使用2寸铁管。供水管路使用1寸铁管。距工作面20m范围内使用1寸胶管。风筒使用直径800的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口距工作面的距离不得超过5m。安设设备的巷道单轨铺设，轨道至人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500mm，要求铺设平直、扣件齐全、坚固有效，

22、接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，道枕间距不大于1mm，并且轨枕必须垫实。不同轨型要集中铺设，严禁不同轨型钢轨混用。运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔使用灵活可靠。第五章 生产系统第一节 通风施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在主斜井距开口处10m以外新鲜风流中。最长供风距离为300m。一、掘进工作面的风量计算：（1）按照瓦斯涌出量计算：Q掘=100q掘K掘进=29.9m3/min式中：Q掘单个掘进工作面实际需要风量29.9m3/min；100单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。q掘掘进工作面回风流中瓦斯（或）的绝对涌出量，0.23

23、m3/min；K掘进瓦斯涌出不均衡系数为1.3。（2）按炸药量计算：Q=25A=254.4=110 m3/min式中25每1kg炸药爆炸不得底于25 m3 的配风量；A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定为4.4kg。（3）按人数计算：Q=4n=4x8=32 m3/min式中4每人每分钟不低于4 m3的配风量。N掘进工作面同时工作的最多人数。（2）按局部通风机实际吸风量计算： Q=Q局I=1502=300 m3/min式中Q局掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min，选用FBD5.6211KW型局部通风机风量300420m3min，全压1603200pa，转速2390rmin,整机

24、额定功率为22kw。.两台同等型号一台运转、一台备用。I掘进工作面同时通风的局部通风机台数为2台。所以掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值300 m3/min。二、掘进工作面风量验算1、按最低风速验算：煤巷掘进工作面最低风量为：Q煤q.s煤=8.750.2560=131.25 m3/min式中 q按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数，取15s煤 掘进断面积9.05m22、按最高风速验算：煤巷的掘进工作面最高风量：Q煤q.s煤=9.05460=2172 m3/min式中 q按煤巷掘进工作面最高风速的换算系数，取240s煤 掘进断面积9.05m23按掘进工作面温度和炸药量验算：温度为25、炸药在5

25、 kg以下时风量为60 m3/min。4、按有害气体浓度计算：回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，即Q=P瓦/Q掘1%式中Q掘进工作面需风量，m3/min;P瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。则 Q掘P瓦/1%=0.08/0.01=8 m3/min掘进工作面需风量150 m3/min满足以上4个条件，所以选用DBKJ6.3/230KW风机。三、局部通风机安装地点安装局部通风机的地点设在主斜井井筒内，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口只间的最低风速。第二节 压风我矿现使用空气压缩机压风,通过159mm无缝钢管(主管)沿主斜井铺设至井底车场,然后采用

26、3寸无缝钢管(支管)送至工作面。空压机型号:GS13210 管径:=159mm (主管)和=3寸(支管)。附图：压风系统示意图第三节 瓦斯防治1.必须配备经过有关部门专业培训，经过考试合格的瓦斯员。2.专责瓦斯检查员，必须严格执行“一炮三检”和三人联锁放炮制度。 3.掘进迎头和回风流中，瓦斯浓度达到1%时，必须停止打眼。放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1%时，严禁装药放炮，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，电气设备开关地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工复电。4.临时停工地点，严禁停风，掘进巷道

27、因临时停电或者其它原因使局扇停止运转，必须把施工人员撤到安全地点(地面)，并打临时栅栏，设置警标，在恢复通风前，首先必须检查，局部通风机及其开关地点附近10m范围内，瓦斯浓度不超过O.5%时，方可人工开动局部风机，恢复正常通风。如果停风区内，瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须严格按照排放瓦斯或二氧化碳，二氧化碳浓度超过 1.5%，必须严格按照瓦斯或二氧化碳的三级管理制度进行排放。控制风流使排放的风流在同全风压风流混合的瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1.5%。5.我矿是低瓦斯矿井，严格按照高瓦斯矿井管理。第四节 综合防尘防尘水源：水源来自处理后的井下排水，由地面静压水池供水。自地面静

28、压水池主斜井工作面。分别用1寸无缝钢管送到回采工作面和掘进工作面。在运输大巷每50m安 设一个三通，安设水幕。在回风巷每100安设一个三通，安设水幕。在工作面各装载点和皮带个转载点安设喷雾。采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷巷道、净化风流等综合防尘措施。第五节 防灭火该工程均采用湿式打眼，锚杆支护，爆破喷雾降尘，该工程相邻煤层无自然发火倾向和火区，防火重点是电缆、机械摩擦火花和人为火花。工作面备有沙子和干粉灭火器，可直接灭火。防火水源来自地面静压水池主斜井井工作面，经一寸管路接到工作面。第六节 安全监控我矿四大监控系统全部安装，瓦斯监控系统、人员定位监控系统、产量监控系统、视频

29、监控系统运行正常，并已联网。一、 瓦斯监控系统1、 便携式甲烷报警仪的配备和使用矿管理人员、技术员、爆破工、班组长、排水工和流动电钳工等下井都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检查。瓦斯员用光学瓦检仪和放炮员用便携式甲烷报警仪每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好 记录;班组长应把常报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点瓦斯进行检查;电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警时必须停止作业，进行处理。2、 甲烷传感器的配备和使用十顺槽和十一顺槽两个掘进工作面采用捂顺煤矿KGJ10型甲烷传感器，通过监控分站与KJ80安全监控系统相连。进风流甲烷

30、传感器距工作面不得大于5 m，并且应有防炮蹦的措施;回风流传感器距回风口10m处。具体布置在巷道，垂直悬挂，距顶板不得大于30cm,距巷道帮不得小于20 cm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出口。按照煤矿安全规程规定，报警浓度设为1%，断电浓度设为1.5%，复电浓度设为小于1%。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、每7天必须使用校准气样和空气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控系统发生故障时，必须及时处理，在故障处理期间必须有安全措施。必须每天检查安全监控设备和电缆是否正常，使用便携式甲

31、烷检查报警仪或光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监控值班室;当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。第七节 供电矿井供电采用深井供电系统，电源电压为10KV，采掘机械为1140V，井下动力(包括局扇)为660V，照明及信号为127V，远控按钮电压为36V，井下主要以矿用隔爆型电气设备为主、有部分设备为矿用本安型，主电缆选择：MYPTJ335+316 (800m)局扇专用MY325+116控制电缆为4mm2，井下现有负荷为530.9KW，其中包括综掘机为225KW。该工作面掘进施工中，电源来自主斜井地面配电室。矿井

32、采用两回路660V电压入井。第八节 排水本矿井涌水量不大，日平均涌量为280m;，井下有部分掘进工作面掘进时若有淋水现象，届时掘临时水窝,采用小型矿用泵抽至主水仓，然后再由主水泵抽至地面，两台主水泵型号均为D25307 型流量25m3/h 扬程150米 功率30KW，一台运转，一台备用。排水管规格：三寸无缝钢管。排水系统：工作面积水临时水仓运输大巷水沟副井底水仓地面。第九节 运输系统运料系统：主斜井10#煤上仓联络巷工作面运煤系统：工作面10#煤上仓联络巷进风大巷煤库副斜井地面第十节 照明、通信和信号工作面安有电话，能够直接与调度室、主斜井底、副井底，地面绞车房、检身室、地面配电室、矿领导办公

33、室和有关科室直接联系。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织一、 掘进作业方式 一、 出勤率出勤率85%。第二节 循环作业1、 合理安排各道工序，进行平行交叉作业。2、 打乱正规循环作业的补救措施提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业;适当调整能够循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度;组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环;本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风1. 局部通风机必须由指定专人负责管理,保证局部通风机正常运行,其他人员不得随意停开。2. 风筒要用抗静电，阻燃风筒

34、。风筒吊挂无脱节，无破口，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于10m，以保证有足够的风量。3. 管理好本工作面调节风门，风窗等措施，不准随意同时打开风门和挪开风窗位置，并保护瓦斯牌板。4. 局部通风机要长时运转，无论工作，不工作或交接班都不得停止运转。局部通风机不开时，要把人员撤进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，工作面禁止爆破。自动停电时，要搞撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。5. 使用局部通风机的掘进工作面，不得停风;因检修，停电等大地原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有局部通风机及其开头附近10m以内风流中的瓦斯浓度，都

35、不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。6. 局部通风机必须使风电闭锁，使用装有选择性漏电保护装置的供电线路，供电或与采煤工作面分开供电。7. 局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳不超过1.5%时,并且符合煤矿安全管理开启局部通风机条件时方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。8. 瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降，煤壁发凉;遇地质构造或围岩，松散区，瓦斯异常涌出;煤层发出“丝丝”的鞭炮声;顶板来压;人感到发昏。遇到上述情况，必须加强通风，停止工作进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时，再进行工作。若情况危急，

36、及时撤离危险区。一、 防尘管理1. 巷内必须建立完善的防尘洒水，管路，安设2寸静压水管。2. 煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。3. 巷内安设净化水幕，固定水幕在距回风口绕道50m处，水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于0.3m。4. 打眼必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。5. 煤尘堆积厚度不得超标(即厚度达到2mm)，全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗，清扫工作，连同巷内浮煤定期清运。6. 刮板输送机与带式输送机的转载落差均不得超过0.5m，否则应安装适合的煤流导向板。7. 防尘设施，设备指定专人管理，不得随意拆除。三.防火管理1.井下输送机用阻燃胶

37、带。2.巷内浮煤定期清扫，煤尘定期冲洗。3.电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室，队值班人员作详细汇报。4.井下使用过的棉纱布头、润滑油、纸等，必须存放在善严的铁桶内，并由专人当班运出。5.严禁明火作业，严禁电气失爆。6.严禁火种入井，严禁使用灯炮取暖。7.用静压水管作消防水管。8.在易摩擦，撞击产生火花的地方洒水降温。9.各部胶带头配备两2只合格的灭火器，1把消防锹和0.2m3的灭火器必须放置在架子内，吊挂在离带式输送机器5M便于取用的地方。消防锹及灭火器不得移做他用。第二节 顶板管理1. 开工前，必须严格执行“四位一体”的安全检查制度和严格的“敲帮问顶”制度，用长柄工具在安全地

38、点，将顶帮的活矸、聋煤、马棚、片帮、伞檐等一切不安全隐患处理掉，确保安全后，方可开工。2. 掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。3. 找顶工作必须遵守下列规定：(1) 找顶工作应由2名以上有经验的老工人担任，1人找顶，1人观察顶板。找顶人员要站在安全地点，观顶人员要站在找顶人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路。找顶前要看好退路。(2) 找顶要从支护完整处由外向里先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁人员进入。(3) 找顶工作人员应戴手套，用长柄工具。注意防止矸石顺杆而下伤人。(4) 顶帮遇到大块矸石可较大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再由外

39、向里慢慢找下，不得强刨强挖。4. 每次放炮后，工作面工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工，瓦斯员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在前探支护下进行敲帮问工作。5. 爆破后，要及时使用前探支护，并用木楔加紧，然后用板梁、椽杆和木楔着顶前探支护距离不大于2m。 6. 当巷道开口不能正常使用前探支护时，要用34根直径不少于20mm的优质圆木作为点柱进行临时支护。点柱要均匀布置在空顶区内，支柱上端要带一长度不小于1.2m 的木帽.并用楔子加紧。掘进长度超过4m时，及时采用前探支架作为临时支护。7. 各中部车场石门在穿过煤层时，要遵守下列规定：(

40、1) 要边探煤边掘进，即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板的2.5m的岩柱。(2) 接近煤层后，要打浅眼，少装药，放小炮。眼深不超过1m;每眼装药量不得超过2卷;每次放炮不得超过2个。(3) 掘进时，支护必须跟头。(4) 进入煤层后，落煤方法必须使用手镐刨上部煤。(5) 背帮顶要使用水泥背板。第三节 爆破1. 爆破工要由经过专门培训学习，必须由专职爆破员担任，持有合格证的人员担任。必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁制度”。2. 爆破工领取炸药，雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。3. 从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不

41、得手拉脚线，硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将脚线扭结成短路。4. 装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：(1) 必须在顶板完好，支护完整，避开电气设备和导电物体。爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱子上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当地当时需要数量为限。(2) 装配起爆药卷，必须防止电雷管受震动，冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。(3) 电雷管插入药卷顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎第四节 防治水1、 探放水要严格执行煤矿安全规程第二百八十五条第二百九十四条的规定。2、 严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则。3、 探巷期间，若钻孔有水流出，

42、不准将钻杆拔出，用木楔将钻杆与探眼加紧，停止工作，撤出人员，立即汇报矿调度室。4、 掘进及探巷时，发现探眼中有水渗出、煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋头水加大、底板鼓起或产生裂隙渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须立即停止工作、采取措施，撤出工作面所有受水害威胁的人员，及时汇报矿调度室。第五节 运输一、 刮板输送机运输1、 司机必须经过专业培训，考试合格，并取得操作资格证后，方可上岗。2、 严格执行刮板输送机司机操作规程的有关规定。3、 刮板输送机的机头、机尾必须打好压柱。4、 严格执行操作标准，坚守工作岗位，注意力集中，开机时不得正对机头，司机必须站在人行侧，同

43、时要注意来往车辆。如有车辆运输时，刮板输送机司机必须停机撤到安全地点，等车辆安全通过并关闭一切运输安全设施后方可开机。5、 坚守工作岗位，注意力集中，随时停机处理刮板输送机中拉出的杂物、大块矸石和大于500mm的大块炭。6、 刮板输送机信号必须齐全、灵敏、可靠、无信号或信号不清严禁开机。7、 严禁蹬踩运行中的刮板输送机。严禁用刮板输送机运送材料。8、 处理刮板输送机之处必须设置过桥。9、 跨越刮板输送机之处必须设置过桥。10、 刮板输送机帮严禁堆放任何材料。二、 带式输送机运输1、 司机必须经过专业培训，考试合格并在取得合格证后，方可持证上岗。2、 严格执行集团公司“巷道掘进操作规程”中胶带输

44、送机司机操作中有关规定。3、 带式输送机机关(尾)处设置不少于2个灭火器及洒沙工具。4、 机关、机尾必须安装往返声光电铃信号，且保证清晰可靠。5、 带式输送机机头、机尾以及胶带底部的浮煤必须清理干净，严禁在胶带运行中掏带式输送机机并头、机尾的回煤。6、 带式输送机司机严格执行操作标准，坚守工作岗位，注意力集中，开机时不得正对机头，司机必须站在人行侧，同时要注意来往车辆。如有车辆运输时，带式输送司机必须停机撤到安全地点，等车辆安全通过并关闭一切运输安全设施后方可开机。开机要做到点动启动。7、 跨越输送带之处必须设置过桥。8、 带式输送司机坚守工作岗位，注意力集中，无信号或信号不清严禁开机。9、

45、带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。10、 输送带帮及输送带下严禁堆放任何材料。第六节 机电1、 井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修和搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度底于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查;检查无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的不受此限。开关把手在在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌。只有执行这项工作的人员才能取下此牌送电。2、 操作井下电器设备应遵守下列规定：(1) 非专职人员不得擅自操作电器设备。(2) 手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。3、 容易碰到的