第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
所掘巷道名称为北二采区1208-2运输顺槽。
二、巷道用途
北二采区1208-2运输顺槽用于北二采区1208-2综采工作面运煤及行人等。
三、设计长度、坡度及服务年限
北二采区1208-2运输顺槽A点至B点段巷道设计长度为1345.5m，A点-A′点巷道设计长度100.8m，施工坡度沿12-1煤顶板掘进，A′点-B点段巷道设计长度1244.7m，施工坡度沿-9°进入12-2煤层后沿12-2煤底板破顶掘进。服务年限2年。
四、巷道施工顺序
北二采区1208-2运输顺槽由A点拉门至A′点、B点的顺序施工(见附图1)。
五、本工作面2014年9月开工，预计2015年8月竣工。
六、北二采区1208-2运输顺槽平面图、剖面图(见附图1、2)。
第二节 编写依据
一、设计说明书及批准时间
设计说明书名称为《北二采区1208-2综采工作面巷道布置》，批准时间为2014年08月05日。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《北二采区1208-2综采工作面掘进地质说明书》，批准时间为2014年08月 日。
三、矿压观测资料
根据已掘北二采区1208-1运输顺槽有关矿压观测资料，确定掘进地质构造段应力集中。
四、其他技术规定
根据《中华人民共和国安全生产行业标准》、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》及矿有关技术要求。
第二章 地面相对位置及地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
1、北二采区1208-2运输顺槽相应的地表为：鱼塘、稻田，标高+22.918～+23.625m，区域内的水体和建、构筑物对施工影响不大。
2、北二采区1208-2运输顺槽位于北二采区，北侧为北三采区1206采空区，上部为1208-1采空区,下部为未动区，对巷道施工影响不大。
3、北二采区1208-2运输顺槽临近为北二1208-1采空区、北三1206采空区，巷道部分地段在北二采区1208-1采空区内，掘进过程中应加强工作面出水征兆观察、顶板管理、通风及瓦斯监测工作。
4、井上下关系对照表(见表1)
表1
水平、采区北二采区工程名称北二采区1208-2运输顺槽
地表标高/m+22.918～+23.625井下标高/m-849.995～-979.443
地面的相对位置
建筑物、小井及其他鱼塘、稻田。
井下相对位置对
掘进巷道的影响北二采区1208-2运输顺槽位于北二采区，北侧为北三采区1206采空区，上部为1208-1采空区,下部为未动区，以上区域对掘进巷道影响不大。
临近采掘情况对
掘进巷道的影响北二采区1208-2运输顺槽北侧为北三采区1206采空区，上部为1208-1采空区，临近采掘现状对掘进巷道影响不大。
第二节 煤(岩)层赋存特征
1、煤岩层产状: 261°～272°∠5°～10°。
2、煤层情况: 12-1煤平均厚1.60米;12-1煤与12-2煤间夹矸为泥岩，平均厚为1.02米;12-2煤平均厚1.70米。12-2煤顶板为黑色泥岩，平均厚1.02米，底板为细砂岩，平均厚1.15米。底板细砂岩下为13煤，平均厚2.35米。
3、坚固性系数：12-1煤、12-2煤f=0.26;泥岩 f=2.19～2.65;细砂岩f=4～6;粉砂岩f=2.6～4.5;中砂岩f=6.2。
4、根据辽工大编制的瓦斯地质图及有关部门提供的实测瓦斯资料，分析预测北二采区1208-2掘进工作面瓦斯含量为1～4m³/t，掘进过程中应加强工作面的瓦斯管理。
5、根据煤层自燃倾向鉴定报告，12煤为Ⅱ类自燃煤层，自然发火期3-6个月，掘进过程中应加强防火管理，防止煤的自燃。
6、根据煤尘爆炸性鉴定报告，鉴定结论为12煤煤尘有爆炸性，掘进过程中应加强防尘管理。
7、地温：35-41℃。
8、煤、岩层赋存特征(见表2)，煤层顶底板情况(见表3)，地层综合柱状图(附图3)。
煤(岩)层特征表 表2
指 标参 数备 注
煤层厚度(平均)/m1.612-1煤
煤层厚度(平均)/m1.712-2煤
煤层倾角(最小～最大/平均)/°4～10/7
煤层硬度f0.26
煤层层理(发育程度)发育
煤层节理(发育程度)发育
自燃发火期/d3-6
预计绝对瓦斯涌出量/(m³/min) 0.18
预计相对瓦斯涌出量/(m³/t)1-4
煤尘爆炸性有
地温/℃ 35～41
自燃发火类型II类
煤层顶底板情况表 表3
顶底板名称岩石类别硬度f厚度/m岩性
顶板直接顶泥岩2.19-2.651.02灰黑色。
底板直接底细砂岩4-61.15灰黑色，泥质，致密。
第三节 地质构造
1、根据相邻巷道实际揭露资料推测，北二采区1208-2运输顺槽煤岩层节理、层理发育，掘进工作面总体构造形态为单斜构造，断层及裂隙发育， 掘进过程中将遇落差大于1米的断层1条，Fy4,产状;134°∠26°，落差1.5m，掘进过程中可能见一些小构造，对掘进施工无影响。
2、断层情况表：
编号断层名称性质走向倾角落差对工程的影响
1Fy4正断层134°∠26°1.5m无影响
3、火成岩情况
北二采区1208-2运输顺槽掘进过程中将遇火成岩墙1条、火成岩床1处，岩性均为辉绿岩，对掘进施工有一定影响，影响前掘长度73.6m，岩床平均厚0.3m，火成岩床侵蚀层位为12煤。其中岩墙厚度大于1m的火成岩1条，βμ2产状为;226°∠73°，宽：2.9m。火成岩具体位置、产状见地质说明书。
第三节 水文地质
1、采空区积水
北二采区1208-2工作面北侧为北二采区1206采空区，南侧为北二1210-1采空区，该工作面在掘进过程中受北二1210-1采空区积水及北二1208-1采空区积水影响，其中北二采区1210-1采空区预计剩余水量23105m³，水头高度14.9m，北二1208-1采空区积水预计剩余水量6670m³，水头高度5.0m。
2、巷道所在地层为石炭系上统太原组。太原组裂隙承压弱含水层，含水层平均厚22.72m，单位涌水量为0.00004～0.0006 h/sm，渗透系数为0.0004～0.00084 m/d。太原组上方为山西组地层，山西组裂隙承压弱含水层,含水层厚度为35.51m～41.29m，单位涌水量为0.00334h/sm，渗透系数为0.00913 m/d。太原组下方为本溪组地层，本溪组裂隙承压弱含水层,含水层平均厚39.81m，单位涌水量0.00064 h/sm，渗透系数0.00373 m/d。
3、综上所述，该工作面水文地质条件中等，围岩富水性弱，对该工作面前掘影响较小。根据相邻巷道揭露情况，预计工作面最大涌水量不超过2m³/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1、北二采区1208-2运输顺槽位于北二采区，水平标高-849.995～-979.443m，0-100.8m区域内巷道断面形状为矩形，宽度4.6m，高度2.8m，沿12-1煤顶板掘进， 100.8-1345.5m区域内巷道断面形状为三心拱型，宽度5.333m，高度3.248m，沿-9°进入12-2煤层后沿12-2煤底板破顶掘进，巷道开拉门位置位于北二下采胶带巷，方位角为270°。
2、巷道断面图(见图1)
3、巷道开拉门施工
(1)巷道拉门施工前必须做好准备工作(通风系统、防尘喷雾系统、风水管路、机电设备、瓦斯监测系统)，具备施工条件，经矿职能部门验收后，方准开工。
(2)拉门口3.0m范围内顶板补打锚索加强巷道支护(见图2)。
4、巷道施工顺序
巷道施工由A点拉门沿12-1煤顶板掘进，掘至A′点沿-9°进入12-2煤层后沿12-2煤底板破顶掘进掘至B点的顺序施工。
第二节 矿压观测
1、观测对象：北二采区1208-2运输顺槽。
2、观测内容：巷道顶板离层量，锚杆的锚固力。
3、观测方法：巷道拉门口10m内设一组顶板离层观测点，此后每前掘50m设一组顶板离层观测点，每掘进18m分别对帮、顶锚杆锚固力进行1组测试，每组3根，两帮各1根，顶板1根，进入1208-1采空区后取消观测，采用架U型钢棚做永久支护。
4、数据处理：顶锚杆锚固力≥70KN(17.5Mpa)。帮锚杆锚固力≥30KN(7.5Mpa)。
北二采区1208-2运输顺槽巷道断面图(单位mm) 图1
比例 1：60
巷道断面特征表
断面编号断面积锚杆参数锚索参数
(m²)长度直径锚深长度直径锚深
净掘mmmmmmmmmmmm
A-A′12.912.92200202150650021.76250
A′-B14.314.32200202150
北二采区1208-2运输顺槽拉门口大样图(单位mm) 图2
第三节 支护设计
一、确定巷道支护形式
1、根据地层综合柱状图资料分析，12-1#煤顶板为黑色泥岩，致密均一，贝壳状断口，含菱铁矿结核，12#-2煤顶板为黑色泥岩，黑色,致密,贝壳状断口,质软,易碎,赋存不稳定，上方为采空区冒落形成的再生顶，再生顶破碎易冒落。
2、根据"加固拱原理"和巷道所处的围岩性质(四类围岩)确定，预掘北二采区1208-2运输顺槽0-100.8m区域内巷道采用钢带、锚索、锚杆、金属网联合支护。100.8-1244.7m区域内巷道采用锚杆、金属网、钢带、架U型钢棚联合支护(巷道支护平、断面图见图1、3)。
二、0-100.8m区域内巷道支护计算原理
1、锚杆支护计算(计算原理按悬吊理论计算锚杆参数)
(1)锚杆长度计算：
锚杆长度：L≥L1+ L2+L3
式中：
L—锚杆理论长度(顶锚杆理论长度Lb，帮锚杆理论长度Lc)
L1—锚杆外露长度，取0.1m
L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆煤帮破碎深度c)
L3—锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m)
B—巷道掘进宽度
H—巷道掘进高度
f—顶板岩石普氏系数，取3
ω—围岩的内摩擦角，取71.34°(查表得)
普氏免压拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f
=[4.6/2+2.8×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.875m
煤帮破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=2.8×tan(45°-35.67°)=0.575m
北二采区1208-2运输顺槽巷道帮顶锚杆、锚索布置图(单位mm) 图3
比例 1：60
经计算得出：
顶锚杆理论长度Lb=0.1+0.875+0.8=1.775m
帮锚杆理论长度Lc=0.1+0.575+0.6=1.275m
校核：Ls取2.2m，顶Ls≥Lb，帮Ls≥Lc，所选锚杆长度满足要求。
(2)锚杆间距、排距计算(设计时按间距×排距均为A²)：
计算公式：A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88
式中：
A=0.88×2=1.76m
A—锚杆间排距
Q—锚杆设计锚固力，取67.2KN/根
E—冒落拱高度，取参照H=B/2f
γ—被悬吊岩石的重力密度，取26.07 KN/m³
K—安全系数，一般取2
校核：施工时，As 最大取1.6m。所以As (3)锚杆直径计算： 理论直径计算公式：ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm 校核：实际直径：фs=20mm，фs>ф1，所以锚杆直径满足要求。 (4)锚杆拉力(锚固力)计算： 理论应具备锚固力：Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN) 式中： Le=锚杆锚固长度,一般取0.9 R=2.5t/m³;容重 实际锚固力Qs经井下实测锚杆拉力大于30KN。 校核：因为Qs>Q1所以锚杆拉力(锚固力)满足要求。 2、锚索支护计算 (1)锚索长度计算： 锚索长度计算公式：L=La+Lb+Lc+Ld 式中： L—锚索总长度，m La—锚索深入到较稳定岩层锚固长度(按照GBJ86-1985要求，锚索锚固长度计算公式La≥Kd1fa/4fc=La≥(2×21.7×1770)/(4×10)=1.92m) Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.5m Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.15m Ld—需要外露的张拉长度，取0.25m k—安全系数，取2 d1—锚索钢绞线直径，取 21.7mm fa—钢绞线抗拉强度，查得直径为21.7mm钢绞线抗拉强度为1770N/㎜² fc—锚索与锚固剂粘合强度，取10N/㎜² 经以上计算锚索长度L=La+Lb+Lc+Ld=1.92+2.5+0.15+0.25=4.82m 校核：Ls取6.5m，Ls>L，所选锚索长度满足要求。 (2)锚索支护密度计算： 锚索支护密度计算公式：N=KγBLb/Q 式中： B—巷道掘进宽度 K—安全系数，取 2 γ—被悬吊岩石的重力密度，取26.07KN/m³ Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.5m Q—锚索的最低破断力，取655KN 锚索支护密度N=KγBLb/Q=2×26.07×4.6×2.5/655=0.84根/m 校核：Ns=4.375根/m，Ns>N，所以锚索支护宽度满足要求。 (3)锚索排距计算： 锚索排距计算公式：P=nQ/KγBLb 式中： n—每排锚索确定的平均根数，取3.5根 Q—每根锚索最低破断载荷，取655KN γ—被悬吊岩石的重力密度,取26.07KN/ m3 B—巷道掘进宽度 K—安全系数，取 2 Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取2.5m 锚索排距P=nQ/KγBLb=2.5×655/(2×26.07×4.6×3.5)=2.14m 校核：Ps=1.6m，Ps (4)锚索间距计算： 锚索间距计算公式：M=B/(n-1) 式中：n—每排锚索确定的平均根，取3.5根 B—巷道掘进宽度 锚索间距M=4.6/(3.5-1)=1.84m 校核：Ms=1.4m，Ms=M，所以锚索间距满足要求。 (5)锚索预紧力根据所处围岩性质及支护经验确定≥180KN。 三、100.8-1345.5m区域内巷道支护计算原理 1、锚杆支护计算(计算原理按悬吊理论计算锚杆参数) (1)锚杆长度计算： 锚杆长度：L≥L1+ L2+L3 式中： L—锚杆理论长度(顶锚杆理论长度Lb，帮锚杆理论长度Lc) L1—锚杆外露长度，取0.1m L2—有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆煤帮破碎深度c) L3—锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m) B—巷道掘进宽度 H—巷道掘进高度 f—顶板岩石普氏系数，取3 ω—围岩的内摩擦角，取71.34°(查表得) 普氏免压拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f =[5.333/2+3.248×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.895m 煤帮破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=3.248×tan(45°-35.67°)=0.585m 经计算得出： 顶锚杆理论长度Lb=0.1+0.895+0.8=1.795m 帮锚杆理论长度Lc=0.1+0.585+0.6=1.285m 校核：Ls取2.2m，顶Ls≥Lb，帮Ls≥Lc，所选锚杆长度满足要求。 (2)锚杆间距、排距计算(设计时按间距×排距均为A²)： 计算公式：A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88 式中： A=0.88×2=1.76m A—锚杆间排距 Q—锚杆设计锚固力，取67.2KN/根 E—冒落拱高度，取参照H=B/2f γ—被悬吊岩石的重力密度，取26.07 KN/m³ K—安全系数，一般取2 校核：施工时，As 最大取0.8m。所以As (3)锚杆直径计算： 理论直径计算公式：ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm 校核：实际直径：фs=20mm，фs>ф1，所以锚杆直径满足要求。 (4)锚杆拉力(锚固力)计算： 理论应具备锚固力：Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN) 式中： Le=锚杆锚固长度,一般取0.9 R=2.5t/m³;容重 校核： 实际锚固力Qs经井下实测锚杆拉力不符合计算要求，所以采用架设U型钢棚进行永久支护。 四、支护材料选型 根据以上计算结果，并结合巷道所处围岩性质，确定巷道支护参数选用如下支护材料： 1、锚杆选用ø20mm×2.2m的等强锚杆。 2、锚索选用ø21.7mm×6.5m的钢绞线，为7股钢丝扭制成，配用20mm厚铁板加工的托盘，规格300mm×300mm，中孔ø24mm。 3、钢带选用10mm钢丝绳加工成，长4.2m，锚杆(索)孔间距0.8m。 4、帮锚杆托盘选用7mm厚钢板制成，规格120×120mm,中孔ø22mm。顶锚杆托盘选用10mm厚钢板制成，规格200×200mm,中孔ø22mm。 5、锚固剂选用树脂锚固剂，规格ø23mm×500mm。 6、金属网采用8#(顶板)、10#(巷帮)铁线编制成的70mm×80mm网孔，规格5m×1.1m、5m×1.8m。 7、U型钢棚采用34#U型钢加工。 第四节 支护工艺与质量标准 一、0-100.8m区域内巷道支护形式及工艺要求 1、支护形式 (1)巷道采用钢带、锚杆、锚索、金属网联合支护(见图3)。 ①顶板支护布置方式：顶板锚杆、锚索布置为“四、三”布置，间排距700×800mm。 ②巷帮支护布置方式：每帮布置五排帮锚杆，间排距700×800mm。 2、临时支护工艺及要求(见图4) (1)临时支护前探梁及吊环规格：前探梁使用长4.0m的钢管,直径 75.5mm，壁厚4mm。吊环使用20mm厚铁板，中孔直径125mm，吊环两端焊接锚杆螺母及锚索锁具，焊接接口处，必须焊缝饱满，无砂眼。 (2)吊环的固定：用吊环焊接的锚杆螺母(锁具)固定在顶锚杆(锚 索)上，使用锚杆螺母固定时，锚杆螺母与顶板锚杆必须拧满扣，使用锁具固定时锁具内芯必须保证齐全完好。 (3)掘进巷道成型后，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，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，挂连一片顶网。顶网连好后(初连网要求金属网成片可托起，支护完成后，终连网间距必须达到规程要求)，上好吊环，施工人员将网顶起，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢带，并用木拌横至在前探梁上，锚网支护完后，临时支护移至准备施工的第二条钢带处，依次顺序施工。 (4)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。 3、铺连网工艺及要求 (1)顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网沿巷帮铺设。 (2)相邻网搭接50-100mm，每隔150-200mm使用连网工具将搭接处两片金属网拧紧成扣，且必须拧紧不少于3圈。 4、锚杆支护工艺及要求 (1)掘进巷道成型后→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→前移前探梁→打顶锚杆→检查是否合格→打帮锚杆。 (2)锚杆每孔使用2根树脂锚固剂。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，2min-3min，使用扭矩扳手拧紧螺母。 (3)帮锚网支护，第1-3排锚杆允许滞后工作面不大于6条带，第4-5排锚杆允许滞后工作面不大于12条带;若巷帮岩石破碎，第1-3排锚杆紧跟工作面，第4-5排锚杆允许滞后工作面不大于6条带。 5、锚索支护工艺及要求 (1)敲帮问顶→打眼→上药卷安装索线→上托盘及锁头→用千斤顶预紧锚索。 (2)锚索每孔使用2根树脂锚固剂。安装锚索时将锚固剂用锚索送至孔底，搅拌时间25s-30s，搅拌停止后，2min-3min，使用千斤顶预紧锚索。 二、100.8-1345.5m区域内巷道支护形式及工艺要求 1、支护形式 (1)采用钢带、锚杆、金属网、架U型钢棚联合支护。 ①锚杆支护布置方式：顶板每条钢带布置7根锚杆，每帮布置三排帮锚杆，间排距800×800mm。 ②U型钢棚棚距800mm，岔角10%(见图1)。 ③U型钢棚与工作面最大控顶距离1.8m。 (2)巷道100.8-131.6m区域内为进入12-2煤段，前掘期间使用管棚式进行超前支护。 ①管棚式超前支护技术要求：在工作面的顶板迎头沿巷道轮廓线打眼，眼孔深3-3.5m，间距300mm，角度平行巷道轮廓线。 ②钻眼机具使用YT-23(7655)凿岩机，钻头采用ø40mm钻头或ø28mm钻头。 ③管棚采用37.5 mm钢管，管长1.5m(管与管之间可连接)，或采用长度3.8m×ø20mm的等强锚杆。 2、临时支护工艺及要求(见图4) (1)临时支护前探梁规格：使用木柈(长×宽×厚：3m×0.2m×0.1m)。 (2)巷道成型后，操作人员站在完好支护的巷道下，用长柄工具(2m穿钎)进行敲帮问顶，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，挂连一片顶网。顶网连好后，施工人员站在有支护侧;将木柈沿靠近工作面已经架好的两架钢棚上方木柈中穿过，前探梁靠近工作面迎头的一端顶在迎头，将网顶起。 (3)U钢立好后，在刹顶前，将前探梁撤掉;前掘临时支护依此循环。 3、铺连网工艺及要求 (1)顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网沿巷帮铺设。 (2)相邻网搭接50-100mm，每隔150-200mm使用连网工具将搭接处两片金属网拧紧成扣，且必须拧紧不少于3圈。 4、锚杆支护工艺及要求 (1)掘进巷道成型后→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→前移前探梁→打顶锚杆→检查是否合格→打帮锚杆。 (2)锚杆每孔使用2根树脂锚固剂。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，2min-3min，使用扭矩扳手拧紧螺母。 5、架U型钢棚支护工艺及要求 掘进巷道成型→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→开始吊连顶网→顶板锚网支护→按巷道中心找好腿窝位置开始挖腿窝(腿窝深不小于200mm)→稳设棚腿→使用旋转式“U”型托梁，上棚腿卡子并上梁→找好棚距、岔角，按要求刹帮刹顶→打紧楔子、打齐撑木→文明生产。 三、工程质量标准 1、巷道净宽：中心至巷道一侧允许偏差0-100mm。 2、巷道净高：无腰线测全高允许偏差-50-200mm。 3、锚杆角度：与巷道轮廓线垂直，允许偏差±15°。 4、锚杆外露长度：10-40mm(锚杆露出螺母长度)。 5、锚杆间排距：按设计要求进行布置，允许偏差±100mm。 6、锚索角度：与巷道轮廓线垂直，允许偏差±15°。 7、锚索外露长度：150-250mm(锚索露出锁具长度)。 8、锚杆预紧力：≥100N.m。 9、锚杆锚固力：帮锚杆≥30KN、顶锚杆≥70KN。 10、锚索锁紧压力：≥180KN。 11、相邻金属网搭接：50-100mm。 北二采区1208-2运输顺槽巷道临时支护示意图(单位mm) 图4 比例 1：60 第四章 施 工 工 艺 第一节 施 工 方 法 1、北二1208-2运输顺槽采用掘进机掘进为主，手镐修理巷帮的方式，胶带输送机进行输送煤(矸)，一次成巷，0-100.8m区域内巷道支护方式采用钢带、锚索、锚杆、金属网联合支护，100.8-1345.5m区域内巷道支护方式采用锚杆、金属网、钢带、架U型钢棚联合支护。 2、巷道开拉门施工方法 (1)作业人员首先在施工地点搭设操作平台，平台搭设选用150×150mm的方木做立柱和横梁，每侧不少于3根立柱，用自制的U型卡固定牢固，上方铺设不小于50mm厚跳板，跳板不得探出横梁300mm,跳板两端用8#铁线与横梁拧紧。 (2)人员站在操作平台上将原巷道金属网横向剪开3.0m～4.0m，然后按照要求进行掘进。 (3)巷道高度、宽度达到要求后及时对巷道帮顶进行支护。 3、特殊条件施工方法 (1)遇地质构造带及顶板破碎段前掘方法 ①如遇帮顶破碎及地质构造段施工时，造成巷道超挖宽度超过400mm，顶板必须及时补打点锚杆，并使用管棚式进行超前支护。 ②管棚式超前支护技术要求：在工作面的顶板迎头沿巷道轮廓线打眼，眼孔深3-3.5m，间距300mm，角度平行巷道轮廓线。 ③钻眼机具使用YT-23(7655)凿岩机，钻头采用ø40mm钻头或ø28mm钻头。 ④管棚采用37.5 mm钢管，管长1.5m(管与管之间可连接)，或采用长度3.8m×ø20mm的等强锚杆。 (2)施工硐室 ①硐室施工采用一次成巷方法进行施工作业，0-100.8m区域内硐室支护方式为全锚索布置，间排距700×800mm，100.8-1345.5m区域内硐室支护方式采用锚网、架棚联合支护，锚杆间排距800×800mm。 ②该巷道从拉门起，施工硐室规格如下(长×高×深)： 胶带输送机机头硐室，规格30m×3.5m×0.4m。 绞车硐室，规格4.2m×3.3m×3.0m。 绞车挡杠硐室，规格2.0m×3.0m×0.8m。 材料硐室，规格30m×3.3m×0.8m。 移变硐室，规格2m×3.3m×2.4m。 ③硐室施工位置应避开顶板破碎带及地质构造段，具体施工位置以实际施工为准。 第二节 凿 岩 方 式 一、机掘施工方式 1、掘进生产工艺流程： 掘进机进入工作面，对急停试验、报警→掘进机割、装、运→掘进成形，找净工作面浮矸，后退→敲帮问顶→临时支护→锚索、钢带、锚网联合支护(锚杆、金属网、钢带、架U型钢棚联合支护)→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)是否符合要求→撤出人员。 2、支护打眼使用YT-23(7655)凿岩机、MQT-130型锚杆钻机进行打眼及安注锚杆、锚索。 3、巷道0-100.8m区域内最大临时控顶距4.2m，巷道100.8-1345.5m区域内最大临时控顶距1.0m，备棚滞后工作面迎头不大于1.8m。如遇断层破碎带时U钢棚紧跟工作面。 二、掘进机截割顺序(见图5) 1、按截齿切割方向由上至下循环切割，最后刷成所需巷道断面形状。 2、巷道0-100.8m区域内每循环进尺4.2m, 巷道100.8-1345.5m区域内每循环进尺0.8m。 3、每次进刀深度0.2m-0.5m。 北二采区1208-2运输顺槽掘进机截割顺序示意图(单位mm) 图5 第三节 装 载 与 运 输 一、装载方式 工作面使用掘进机进行前掘装载煤矸，通过掘进机一运二运装置运至胶带输送机进行输送，工作面所需物料采用轨道运输与人工辅助运输相结合，装载所需物料的车辆到达北二采区1208-2运输顺槽料场进行卸载，然后通过人工运到工作面。 二、运输系统 1、运煤系统 北二采区1208-2运输顺槽胶带输送机→北二下采胶带巷胶带输送机→北二下采胶带斜巷胶带输送机→煤仓(见附图4)。 2、材料设备运输系统 副井→井底车场→-850北翼运输大巷→-845北翼辅助运输大巷→北二下采轨道石门→北二下采胶带巷→北二采区1208-2运输顺槽(见附图4)。 三、运输设备的铺设 1、轨道的铺设 (1)本工作面采用轨型24㎏铁道，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过5mm，内错差不超过2mm，水平偏差不超过2mm，轨枕间距0.6m，轨枕必须垫实,轨道距工作面50m-100m。 (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0.5m。 (2)胶带输送机机头主体架行人侧用防护网挡严，机尾安设防护罩，皮带架要求平直。第一部皮带头迎头必须设置迎煤板。 (3)胶带输送机机头、机尾采用40T锚链链接牢固并打底锚固定，机头底锚数量为6根，机尾底锚数量为2根。采用ø20mm×2200mm的等强锚杆，锚固力不小于70KN。 (4)刮板输送机各部件齐全、可靠、有效，要求平直。 (5)刮板输送机机头、机尾采用40T锚链链接牢固并打底锚固定，机头底锚数量为4根，打在固定的机座孔内，机尾底锚数量为2根。采用ø20mm×2200mm的等强锚杆，锚固力不小于70KN。 3、绞车的安装 (1)绞车固定采用打混凝土(混凝土标号为C20)基础固定。基础规格按矿机电科相关规定执行。 (2)斜巷运输“一坡三挡”，其位置为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(规格：长1.0m×宽1.0m×深1.5m)，挡车栏的开启方式采用远方操作。 装载、运输设备运输方式表 表4 序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离 1掘进机EBZ-1501工作面非固定刮板输出10m 2桥式转载机QZP-1601工作面非固定带式输出16m 3带式输送机DSP-8001拉门口机头、尾锚固带式输出700m 4带式输送机DSP-8001700m机头、尾锚固带式输出700m 5绞车40KW1拉门口基础锚固牵引500m 6绞车40KW1500m基础锚固牵引500m 7绞车40KW11000m基础锚固牵引500m 第四节 管 线 敷 设 1、风筒、电缆、风水管路按巷道断面图布置(见图1)。 2、风管、水管用专用钩固定 在帮锚杆上，每隔3-5m一个钩，悬挂高度不低于1.5m，距工作面不超过30m。 3、电缆挂在专用的电缆钩上，电缆钩挂于固定在顶板Φ15.5mm钢丝绳上，钢丝绳一端用卡子拧紧在顶板锚杆的吊环上，另一端用同样的方法固定于顶板上，钢丝绳中间部分用铁线每隔1.6m吊于顶板钢带及U型钢棚上。电缆钩每个间距600mm，且每钩只准挂一根电缆。 管线及轨道敷设方式表 表5 序号名称规格 型号单位数量吊挂方式与中心腰线距离与底板水平/垂直距离(m)与工作面距离 2风筒Φ1000mm121悬吊中心左0.7-1.0m1.0/1.5≤5m 3风管Φ108mm58悬吊中心左1.9m0.9/1.030m 4水管Φ108mm58悬吊中心左1.9m0.9/1.030m 6缆线70²m250悬吊中心右1.9m1.5/2.0-- 第五节 设备及工具配备 设备及工具配备(见表6) 设备及工具配备表 表6 序号设备、工具名称规格型号单位数量备注 1控制开关QBZ-120台 2馈电开关KBZ-200台 3综保ZBZ-4.0台 4激光指向仪EQJ-500台1 5局部通风机FBD-NO6.3/2× KW台2 6凿岩机7655台4 7锚杆钻机MQT—130台4 8预应力千斤顶YCD22-370台1 9锚杆拉力计LSZ-300台1 10风镐G10台4 11中方锹军用把4 12尖锹象牌把4 13镐3#900-950mm把2 14锤18P把2 第五章 生产系统 第一节 通风 一、通风方式及供风距离 1、采用压入式通风，最长供风距离为1400m。 2、通风系统(见附图5) 新风：副井→-850配风大巷→-845轨道巷→架空人车道→北二下采胶带斜巷→局部通风机吸风→风筒→工作面。 乏风： 工作面→已掘北二采区1208-2运顺→北二下采胶带巷、北二采区轨道巷→北二采区1216工作面→北二采区1216回风绕道道→下采回风上山→下采回风石门→北风井。 二、风量计算 1、按瓦斯涌出量计算： Q1 = 125×q×k=125×0.18×2.0=45m³/min 式中： Q1—— 掘进工作面实际需要风量，m3/min; q ——工作面平均瓦斯绝对涌出量(根据相邻掘进工作面瓦斯涌出量，确定本掘进工作面煤层瓦斯含量涌出量为4m3/t，日出煤矸量64.32t计算得绝对瓦斯涌出量为0.18m³/min)。 k——工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0(根据已掘北二采区1208运顺掘进工作面正常生产观测一个月后数据，得出瓦斯涌出不均衡通风系数为2.0)，取2.0。 2、按局部通风机的实际吸风量计算： 煤巷半煤巷掘进：Q2=Q机吸+60×0.25S Q2=440+60×0.25×10 Q2=590m3/min 式中： Q2——掘进工作面需要风量，m3/min; Q机吸——掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/min; 0.25 ——煤巷半煤巷道最低风速,m/s; S ——局部通风机所在巷道断面，m2; 3、按炸药使用量计算： Q3=10×A Q3=10×0 Q3=0 m3/min 式中： Q3——掘进工作面实际需要风量，m3/min; 10——每千克炸药爆炸后需要供给的风量，m3/min·kg; A ——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量,kg; 4、按掘进工作面同时作业人数计算： Q4 = 4N=4×9=36m³/min 式中： Q4——掘进工作面实际需要风量，m3/min; 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min; n——掘进工作面同时工作的最多人数。 5、确定掘进工作面实际需要的配风量： 工作面实际需要风量为：Q= 45 m3/min。 三、风量验算 取工作面需要风量Q =45m³/min进行校核如下： 1、按最高风速校核 Q高=V×S Q高=240×13.4=3216m³/min 式中： Q高——掘进工作面的最高风量，m3/min; S——掘进工作面的断面积，m2; V高——掘进工作面允许的最高风速4×60=240 m/min;。 Q < Q高，(工作面风量符合规定) 2、按最低风速校核 Q低=V低×S Q低=15×13.4=201m³/min 式中： Q低——掘进工作面的最低风量，m3/min; S——掘进工作面的断面积，m2; V低——掘进工作面允许的最低风速0.25×60=15 m/min;。 Q < Q低 ，(工作面风量不符合规定) 通过以上计算得出该工作面风量Q取45m³/min满足不了需要，必须保证取值大于最低风速201m³/min，在保证最低风速的情况下，为保证风量的稳定外加10%的富余系数。因此Q取221m³/min。 即：Q高> Q > Q低 3、局部通风机选型 根据风量计算结果，工作面设计风量为221m³/min，风筒选用直径为1000mm胶质阻燃风筒供风，最长供风距离为1400m，根据供风长度及风筒长度特性曲线得出，百米漏风率按2.0%计算，局部通风机供风量不小于307m³/min，因此选用FBDNO6.0/2×15kW局部通风机。根据其他掘进巷道使用的相同型号、功率局部通风机，确定该局部通风机吸入风量为240-440 m3/min，能够满足工作面通风需求。局部通风机安设在北二下采胶带斜巷内。 常用局部通风机风量参考表 型号或名称功率/kw吸入风量/ m3/min 对旋局部通风机2×7.5180—300(250) 对旋局部通风机2×15240—440(350) 对旋局部通风机2×30260—630(500) 柔性风筒有效风量及漏风率参考表 规格尺寸(直径mm)百米漏风率(%) 6001.20-3 8001.19-3 10001.00-3 局部通风机性能参数 参 数 规 格电机功率/kw №5.0/2×7.52×7.5 №6.0/2×152×15 №6.3/2×302×30 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(见附图6)，采用4寸无缝钢管接设至工作面。压风压力不得小于0.45Mpa。 第三节 防治煤与瓦斯突出 根据煤炭科学研究总院沈阳研究院鉴定结果，北二采区为无突出危险区，在前掘期间用工作面预测方法进行区域验证并采取安全防护措施。 1、区域验证方法及要求： 由专职防突员用钻屑指标法验证工作面的突出危险性，预测孔深8.5m(见附图7)，每2m测定一次Δh2、每1m测定一次钻屑重量，如所测指标Δh2<200pa、最大钻屑重量<6.0kg/m，并且无其他突出预兆，判断工作面无突出危险，允许工作面在采取安全防护措施的情况下前掘。当所测指标Δh2≥200pa或最大钻屑量≥6.0kg/m或有其他突出预兆时，该工作面立即停止作业，根据现场情况制定防突措施。 (1)在开拉门前进行首次验证(2次预测)，此后工作面每前掘50m至少进行1次验证循环(2次预测)。在工作面打3个Φ42mm钻孔，一个位于中间平行于工作面前掘方向，另外两个孔打在工作面两侧，控制巷道轮廓线以外2.5m。每循环区域验证的首次预测为无突出危险允许工作面前掘5米，第二次预测为无突出危险允许工作面前掘45m。 (2)区域验证选用风煤钻、螺旋钻杆、Φ42mm钻头等工具，不得使用锚杆机。 (3)工作面始终保持超前距不少于20m的超前钻孔(见附图8)，探明地质构造、煤层赋存情况和观察突出预兆，由跟班负责人、瓦检员、安监员共同监督并做好记录。 (4)工作面遇地质构造时，加密区域验证循环至每5m进行一次。 2、防突措施 当所测指标Δh2≥200pa、最大钻屑量≥6.0kg/m，或有其他突出预兆及钻孔无法按设计施工时，必须立即停止作业，根据现场情况制定防突措施，并上报公司，经公司总工程师批准后执行。 3、安全防护措施 (1)进入该工作面的人员，必须携带隔离式自救器，并会正确使用。 (2)进入该区域的所有人员必须熟悉避灾路线，当发生下列预兆之一时，人员按照避灾路线撤离并向矿调度汇报： a、工作面压力增大，支护来劲; b、有声响，如闷雷声、爆竹声、机枪声、哨声、嗡嗡声; c、工作面瓦斯浓度突然变大、变小或忽大忽小; d、工作面顶板掉渣、片帮、煤壁压出、颤动; e、工作面有煤尘雾; f、煤层层里紊乱、松软、干燥; g、打钻时顶钻、夹钻、钻机过负荷、钻孔变形、塌孔、喷孔等。 (3)在下列地点安设压风自救装置，个数满足作业人数需要，平均每人压缩空气供给量不得小于0.3m3/min： a、距工作面25～40m的巷道内，个数9个; b、爆破、撤离、警戒人员所在位置，个数满足作业人数需求。 c、回风道有人作业处，个数满足作业人数需求。 (4)该工作面进风侧必须设置防突风门，由施工人员负责管理使用，通风队定期检查维护。 第四节 供水与综合防尘 防尘系统(见附图9)：北风井→下采轨道上山→-845轨道巷→-845入风巷→北二下采轨道石门→北二下采胶带巷→工作面。 1、掘进巷道内每50m设有一处三通阀门，其它巷道内每100m设有一处三通阀门。 2、工作面必须采取湿式打眼，工作面装煤时洒水，转载点和皮带头必须安装喷雾装置，出煤时开启并保证雾化效果。 3、掘进机内外喷雾水压分别不小于3Mpa和1.5Mpa。开机时必须打开喷雾装置。 4、掘进巷道内设置2组隔爆水棚，每组隔爆水棚的总水量不小于2680L，棚区长度不小于20m，第一组水棚距工作面的距离必须保持在60～200m范围内，第二组水棚距顺槽口不小于50m。 隔爆水棚水量计算： Q =Qe×S=200×13.4=2680L Q——每组隔爆水棚需要的水量(单位L)： Qe——巷道单位断面需要的额定水量200L/m 2： S——巷道断面积：m2 5、每处水袋棚必须使用同一规格水袋，不得混用。 6、隔爆设施每周通风队检查一次。检查内容包括：安装地点、水袋数量、水量、安装质量、棚区长度、断面、棚距等参数。 7、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩带防尘口罩。 第五节 防 灭 火 1、相邻采区、相邻煤层和邻近巷道均无自燃发火倾向和不存在火区，防火重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。 2、本巷道在掘进过程中如遇到高顶、孔洞和裂隙时用不燃性材料充填。 3、各运输机头及移动配电点配备2只灭火器、两把消防锹和两个灭火砂箱，灭火器必须放置在架子上，放于皮带头5m便于取用的地方。消防器材严禁移做他用。 第六节 安 全 监 控 一、分站、传感器安设位置(见附图10) (1)分站安设位置：北二下采1208-2运顺掘进巷风机配电点。 (2)分站供电电源：北二下采1208-2运顺掘进巷副风机专用电源负荷侧。 (3)传感器安设位置：掘进工作面甲烷传感器T1距工作面≤5m;回风流中甲烷传感器T2距回风绕道口10—15m;当掘进巷道长度大于1000米时，在巷道中部增设甲烷传感器T3;全风压回风混合处T4距掘进巷道拉门口10—15m;开停传感器固定在掘进工作面主、副局部通风机的电源负荷线上;风筒传感器固定在局部通风机的风筒末端;馈电传感器固定在被控高开负荷侧的低压电缆上。 (4)标准要求：监测分站必须设置在新鲜风流的巷道中，应便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物，距巷道底板不小于300mm或吊挂在巷道中。甲烷传感器应垂直吊挂，距顶板(顶梁)≤300mm，距巷道侧壁≥200mm，安装维护方便，不影响行人和行车，工作面甲烷传感器，不得与风筒设置在同一侧。 二、传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度及断电范围设置 (1)T1 报警浓度：≥0.8% CH4;断电浓度：≥0.8% CH4;复电浓度：<0.8% CH4 断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 (2)T2 报警浓度：≥0.8% CH4;断电浓度：≥0.8% CH4;复电浓度：<0.8% CH4 断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 (3)T3 报警浓度：≥0.8% CH4;断电浓度：≥0.8% CH4;复电浓度：<0.8% CH4 断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 (4)T4 报警浓度：≥0.5% CH4;断电浓度：≥0.5% CH4;复电浓度：<0.5% CH4 断电范围：包括1216采煤面及1208-2运顺掘进巷在内的全部非本质安全型电气设备。 三、安全管理措施 1、掘进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其它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、监测设备必须定期调试，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、设备故障等断电闭锁功能进行测试，确保报警、断电准确灵敏可靠。 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监控设施进行检查，如有超差和损坏，及时向安全监控部门汇报。 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通风队调度和矿调度。 6、使用单位负责提供监测电源，接通电源及控制线，并负责非本安设备的日常维护和管理。监测电缆应在动力电缆上方整齐悬吊，间距为0.1m以上，接头连接要规范。 7、与监测监控关联的电气设备，电源线和控制线在拆除或改线时，必须与信息中心共同处理。检修与监测监控关联的电气设备，需要监控设备停止运行时，须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。 8、当掘进工作面涌出的瓦斯造成断电后，在未流经回风甲烷传感器之前或未确认小于0.8%以下时，禁止送电作业。 第七节 供 电 一、变压器负荷统计 1、变压器原有负荷量 1#变压器原有负荷：∑Pe原= 90kw 2#变压器原有负荷：∑Pe原= 90kw 3#变压器原有负荷：∑Pe原= 0kw 2、变压器新增负荷量 1#变压器新增负荷：∑Pe增= 30kw 2#变压器新增负荷：∑Pe增= 30.1kw 3#变压器新增负荷：∑Pe增= 248kw 4#变压器新增负荷：∑Pe增= 164kw 5#变压器新增负荷：∑Pe增= 246kw 详见附图11-13。 3、最大启动负荷量 1#变压器新增负荷：∑Pmax=15kw,并采用直接启动方法启动。 2#变压器新增负荷：∑Pmax=15kw,并采用直接启动方法启动。 3#变压器新增负荷：∑Pmax=80kw,并采用直接启动方法启动。 4#变压器新增负荷：∑Pmax=80kw,并采用直接启动方法启动。 5#变压器新增负荷：∑Pmax=160kw,并采用直接启动方法启动。 4、变压器原有负荷需用系数 1#变压器原有负荷：取0.80 2#变压器原有负荷：取0.80 5、变压器新增负荷需用系数 1#变压器新增负荷：Kx增=0.80 2#变压器新增负荷：Kx增=0.80 3#变压器新增负荷：Kx增= 0.59 4#变压器新增负荷：Kx增= 0.65 5#变压器新增负荷：Kx增= 0.79 6、加权平均功率因数 变压器原有负荷和新增负荷加权平均功率因数：查表，取0.6 二、变压器容量效验 1、变压器所带原有负荷总视在功率 1#变压器原有负荷：Sb原=120KVA 2#变压器原有负荷：Sb原=120.4KVA 2、变压器所带新增负荷总视在功率 1#变压器新增负荷：Sb增=40KVA 2#变压器新增负荷：Sb增=40.13KVA 3#变压器新增负荷：Sb增=243.87KVA 4#变压器新增负荷：Sb增=177.67KVA 5#变压器新增负荷：Sb增=323.9KVA 3、变压器所带负荷总视在功率 1#变压器总视在功率：Sb= 160KVA 2#变压器总视在功率：Sb= 160.53KVA 3#变压器总视在功率：Sb= 243.87KVA 4#变压器总视在功率：Sb= 177.67KVA 5#变压器总视在功率：Sb= 323.9KVA 经效验，所选1#、2#、3#、4#和5#变压器容量全部满足要求。详见附图11-13。 三、变压器压降计算 1#变压器： ⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96×0.0068+128×0.0427)/0.66=9.27V 2#变压器： ⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96.32×0.0068+128.42×0.0427)/0.66=9.3V 3#变压器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (146.32×0.0068+195.1×0.0427)/0.66 =14.13V 4#变压器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (106.6×0.0068+142.14×0.0427 )/0.66= 10.29V 5#变压器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (194.34×0.0204+258.47×0.1280 )/1.14 = 32.50V 选择电缆截面及效验压降 四、电缆截面选择 1#变压器Ig=0.80(16.9*2)=27.04A 选用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16电缆符合要求。详见附图11-13。 2#变压器Ig=0.80(16.9*2+0.1*1.15)=27.13A选用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16电缆符合要求。 3#变压器Ig=0.59((2*45+5.43+2*45)=111.26A 选用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25电缆符合要求。 4#变压器Ig=0.65(2*45+5.43+2*45)=120.53A 选用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25电缆合要求。 5#变压器Ig= 0.79(96+46.2+7.89)=118.57A 选用MYCPJ-1.14KV 3×70+1×25电缆符合要求。 五、电缆压降效验 干线电缆电压损失 1#变压器 ⊿UG1=⊿UG1%*U2N=30*0.80*0.500*0.180%*660 = 14.26V ⊿UG3=⊿UG3%*U2N=30*0.80*0.002*0.243%*660 = 0.08V 2#变压器 ⊿UG1=⊿UG1%*U2N=30.1*0.80*0.500*0.180%*660 = 14.3V ⊿UG3=⊿UG3%*U2N=30.1*0.80*0.002*0.243%*660 = 0.08V 3#变压器 ⊿UG1=⊿UG1%*U2N=164*0.59*0.050*0.096%*660 =3.07V ⊿UG2=⊿UG2%*U2N=124*0.59*0.400*0.096%*660 =18.54V ⊿UG2=⊿UG2%*U2N=84*0.59*0.100*0.096%*660 =3.14V ⊿UG5=⊿UG5%*U2N=84*0.59*0.002*0.243%*660 = 0.16V 4#变压器 ⊿UG1=⊿UG1%*U2N=164*0.65*0.020*0.096%*660 =1.35V ⊿UG2=⊿UG2%*U2N=128*0.65*0.200*0.096%*660 =10.54V ⊿UG3=⊿UG3%*U2N=40*0.65*0.200*0.096%*660 = 3.29V ⊿UG5=⊿UG5%*U2N=40*0.65*0.002*0.243%*660 = 0.08V 5#变压器 ⊿UG1=⊿UG1%*U1N = 246*0.79*1.100*0.0322%*1140 = 79.19V 支线电缆电压损失 1#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =15*0.80*0.010*0.931%*660 = 0.73V 2#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =15*0.80*0.010*0.931%*660=0.73V 3#变压器⊿UG5=⊿UG5%*U2N =4*0.59*0.030*0.931%*660=0.05V 4#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =40*0.65*0.005*0.366%*660=0.06V 5#变压器⊿UZ =⊿UZ%*U2N=0V 总电压损失： 1#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =24.34V 2#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =24.41 3#变压器∑⊿U=⊿UT+ ⊿UG+⊿UZ =39.09V 4#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =25.61V 5#变压器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =111.69V 经过，电压降校验，电缆选择同样符合要求。 六、两相短路电流计算 7点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 928A 8点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 928A 9点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 951A 11点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 2206A 12点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 5919A 14点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1886A 15点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1086A 16点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 6612A 17点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1645A 18点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1982A 23点：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1520A 七、开关整定及开关保护灵敏度效验 开关整定 开关瞬时值整定 低馈头1#： IZ=IQe+Kx∑Ie =32.9*6+0.80*16.9*6= 278.52A则，选择1000A 低馈头2#： IZ=IQe+Kx∑Ie =32.9*6+0.80(6*16.9+0.1*4*1.15)=279.46A则，选择1000A 低馈头3#：IZ=IQe+Kx∑Ie =2*45*6+0.59(2*45+2*5.43+2*45)= 652.6A则选择1000A 低馈头4#：IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+0.65(2*45+5.43)= 602.03A则，选择1000A 低馈头5#：IZ=IQe+Kx∑Ie =96*6+0.79*(46.2+7.85)=618.70A则，选择910A 馈电7#：IZ=IQe+Kx∑Ie =16.9*6+0.80*16.9= 114.92A则，选择280A 馈电8#：IZ=IQe+Kx∑Ie =16.9*6+0.80(16.9+0.1*1.15) =115.03A则，选择280A 馈电9#：IZ=IQe+Kx∑Ie=0.1*1.15*6=0.69A则，选择280A 馈电11#：IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+5.43=545.43A则，选择665 馈电12#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6=270A则，选择350A 馈电14#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6=270A则，选择350 馈电15#：IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+5.43=545.43A则，选择665 馈电16#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6= 270A则，选择350A 馈电17#：IZ=IQe+Kx∑Ie =2*45*6+5.43=545.43A则，选择665 馈电18#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6= 270A则，选择350A 馈电23#：IZ=IQe+Kx∑Ie =96*6+0.79(46.2+7.85)=618.70A则，选择840A 开关延时值整定 低馈头1#：IZ≤Kx∑Ie= 0.80*(16.9*6+32.9)=107.44A则，选择200A 低馈头2#：IZ≤Kx∑Ie=0.80(16.9*6+32.9+0.1*3*1.15)=107.7A 则，选择200A 低馈头3#：IZ≤Kx∑Ie =0.59(2*2*45+2*45+2*5.43)=165.7A则，选择200A 低馈头4#：IZ≤Kx∑Ie=0.65(2*45+5.43+2*45)= 120.53A则，选择200A 低馈头5#：IZ≤Kx∑Ie = 0.79*(96+46.2+7.85)=118.54A则，选择130A 馈电7#：IZ≤Kx∑Ie =0.80*2*16.9 = 27.04A 则，选择40A 馈电8#：IZ≤Kx∑Ie =0.80(2*16.9+0.1*1.15)=27.15A则，选择40A 馈电9#：IZ≤Kx∑Ie =0.1*1.15 = 0.12A则，择40A 馈电11#：IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A 则，选择95A 馈电12#：IZ≤Kx∑Ie =45A则，选择50A 馈电14#：IZ≤Kx∑Ie =45A则，选择50A 馈电15#：IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A则，选择95A 馈电16#：IZ≤Kx∑Ie =45A 则，选择50A 馈电17#：IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A则，选择95A 馈电18#：IZ≤Kx∑Ie =45A则，选择50A 馈电23#：IZ≤Kx∑Ie=0.79(96+46.2+7.85)=118.54A则，选择120A 开关保护灵敏度效验 开关瞬时保护效验 馈电7#： I(2)d/ IZ = 928/280 = 3.31 馈电8#： I(2)d/ IZ = 928/280 = 3.31 馈电9#： I(2)d/ IZ = 951/280 = 3.39 馈电11#： I(2)d/ IZ = 2206/665 = 3.32 馈电12#： I(2)d/ IZ = 5919/350 = 6.68 馈电14#： I(2)d/ IZ = 1886/350 = 5.39 馈电15#： I(2)d/ IZ = 1086/665 = 1.63 馈电16#： I(2)d/ IZ = 6612/350 = 18.89 馈电17#： I(2)d/ IZ = 1645/665 = 2.47 馈电18#： I(2)d/ IZ = 1982/350 = 5.66 馈电23#： I(2)d/ IZ = 1396/840 = 1.66 开关延时保护效验 馈电7#： I(2)d/(8IZ) = 928/(8*40) = 2.9 馈电8#： I(2)d/(8IZ) = 928/(8*40) = 2.9 馈电9#： I(2)d/(8IZ) = 951/(8*40) = 2.97 馈电11#： I(2)d/(8IZ) = 2206/(8*95) = 2.90 馈电12#： I(2)d/(8IZ) = 5919/(8*50) = 14.5 馈电14#： I(2)d/(8IZ) = 1886/(8*50) = 4.71 馈电15#： I(2)d/(8IZ) = 1086/(8*50) = 2.71 馈电16#： I(2)d/(8IZ) = 6612/(8*50) = 16.53 馈电17#： I(2)d/(8IZ) = 1645/(8*95) = 2.16 馈电18#： I(2)d/(8IZ) = 1982/(8*50) =4.96 馈电23#： I(2)d/(8IZ) = 1396/(8*120)= 1.45 经校验，各馈电开关保护灵敏度均符合要求。 八、127v电源的计算 最大负荷统计需用系数,取，Kx = 0.95 加权平均功率因数取，cos∮= 0.6 所带负荷最大量计算 ∑Pe = (Sb× cos∮)/Kx = 4.0×0.6 /0.95= 2.4kw 电缆选择 Ig = 17.4A 选用MY-0.127/0.38KV 3×4+1×4电缆符合要求，详见供电系统图。 压降效验 变压器压降⊿UT = (Pca* R+Qca* X)/Ue =(2.4×0.1068+3.192×0.1676)/0.127 = 6.23V 电缆压降ΔUl = ∑Pe×R = 850×265/(133×42.5×6) = 6.64V 总压降∑⊿U = ⊿UT + ⊿Ud = 6.23+6.64 = 12.87V 最远点两相短路电流计算 Z点： I(2)dz=Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2}=133/{2[(1.05144)2+(0.19192)2]1/2} =62.22A详见附图11-13。 综合保护熔断器选择 IR ≈Kx∑Ie=I2e=17.4 则，选择15A 综合保护熔断器灵敏度效验 I(2)dz /IR=62.22/15=4.15 ≥4 合格。 九、高压供电说明 1、本设计高开 #供电来自于西区中央变电所高开 # 2、 #高开距离 #高开 米，供电电缆截面采用MYPTJ-3*35型 3、 #高开位于西翼轨道大巷 m处 4、 #高开距离本设计移变位置 m，供电电缆截面采用MYPTJ-3*35型 5、井下用信号照明保护装置说明 6、每台井下用信号照明保护装置，照明设备负荷长度4mm2电缆不超过500m。 7、每台井下用信号照明保护装置，信号设备负荷长度4mm2电缆不超过600m。 第八节 排 水 1、根据地测提供数据，掘进工作面围岩涌水量不超过2m³/h。 2、掘进过程中生产用水0.5m³/h。 3、预计24h最大涌水量为24×2.5=60m³， 4、排水系统：(工作面)北二下采胶带巷→北二下采轨道巷→1#回风石门→下采回风上山→风井蓄水池(见附图14) 。 1)根据巷道情况，设计迎头的临时排水点，安装气动水泵进行迎头排水，在迎头低洼处挖积水坑，坑深能满足排水泵要求即可。当工作面气动水泵不能满足现场实际要求后进行安设污水泵。 2)排水能力选择如下： 24h涌水量为24×2.5=60m³;根据计算选用BQW60/100-37型号的污水风泵1 台，该泵扬程200m ，流量12.5m³/h，符合计算要求，排水管路选择ø108mm排水管。 3)由当班定人定时检查排水设施，由专门电钳工排水设施维护。 第九节 照明、信号 一、照明系统 工作面照明由北二下采胶带巷内高开引出照明线路向照明灯供电。 照明系统为：北二下采胶带巷→北二1208-2运输顺槽拉门口→各配电点。 二、信号 1、信号：各部输送机间设置独立的双向对打声光兼备信号装置。 2、运输过程中刮板输送机的信号规定： 一点停，二点运转，四点点动刮板输送机。 3、运输过程中胶带输送机的信号规定： 一点停，二点运转，四点点动胶带输送，五点涨紧绞车放绳，六点涨紧绞车紧绳。 第十节 通讯联络 1、1208-2运顺掘进工作面最远地点至矿调度之间距离小于10km，采用矿井现有DH-2000型有线调度指挥通讯系统，实现掘进工作面与矿调度的通讯联络。 2、掘进面通讯电缆选用MHYV1×4×1/0.97型，电话机选用KTH17型矿用本质安全型电话机。 3、距1208-2运顺掘进工作面30～50m范围内、当掘进巷道长度大于1000m时的巷道中部分别安设直通矿调度的有线电话机(见附图15)。 4、电话机安设位置要便于使用、检验、围岩稳定支护良好、无淋水、无杂物的地点。 5、通讯线路要保持畅通，悬吊要整齐，在动力电缆上方，间距为0.1m以上，接头连接要规范。 6、掘进面电话机由当班班组长负责按规定位置移设和看护，并将电缆吊挂整齐，由安监员负责检查监督。 7、通讯维护人员应定期检查，测试在用通讯设备及线路，通讯系统出现故障后要及时处理，并向矿调度汇报。 8、直播矿调度电话号码: 99。 第十一节 人员定位 1、1208-2运顺掘进工作面最远地点至地面中心站之间距离小于15km，采用矿井现有KJ405T型人员定位管理系统，实现对出入掘进工作面人员的定位管理。 2、选用系统配套的KJ405F型识别分站，识别距离为0-100m，最大位移不小于5m/s，并发识别数量不小于80，漏读率不大于10-4。 3、距1208-2运顺掘进工作面30～50m范围内安设定位识别分站，分站应固定挂在巷帮中上部，确保准确掌握工作面人员数量(见附图16)。 4、分站的位置应便于读卡、观察、调试、检验、围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物。 5、所有入井人员必须携带KJ405-T型定位识别卡入井，入井前应检查识别卡是否正常，如出现故障要及时更换，识别卡不正常的不准入井。 6、识别卡严禁擅自拆开。 7、通信线路应在动力电缆上方整齐悬吊，间距为0.1m以上，接头连接要规范。 8、掘进面定位设备及线缆由使用单位负责看护，由安监员负责检查监督。 9、维护人员要定期检查，测试在用定位设备及线路，定位系统出现故障后要及时处理，并向中心站汇报。 第十二节 语音扩播 1、1208-2运顺掘进工作面采用矿井现有KT175型矿用语音扩播通讯系统，做为该掘进工作面与矿调度通讯联络的补充。 2、距1208-2运顺掘进工作面30～50m范围内设置扩播音箱(见附图17)。 3、扩播音箱安设位置要便于使用、检验、围岩稳定支护良好、无淋水、无杂物的地点。 4、通讯线路要保持畅通，悬吊要整齐，在动力电缆上方，间距为0.1m以上，接头连接要规范。 5、施工单位应每天安排电工巡检通讯线路，跟进延伸广播系统线路，发现问题及时处理，确保系统正常运行。如音箱出现故障时，要及时进行处理，保证通信畅通，并将处理结果报矿调度。 第六章 劳动组织与主要技术经济指标 第一节 劳动组织与作业方式 1、劳动组织：各工种各班人员配备(见表7)。 2、作业方式：班组实行“三八”工作制，三个生产班 劳动组织表 表7 项 目工 种甲 班乙 班丙 班 生 产生产检修生 产 系 统工 作 面队 干111 班 长111 掘进工333 电钳工0020 运输机司机1101 运 料1101 安监员111 瓦检员111 工作面小班合计777 系统小班合计999 第二节 作 业 循 环 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8)。 循环图表 表8 第三节 主 要 技 术 经 济 指 标 主要技术经济指标(见表9)。 主要技术经济表 表9 序号项目单位指标备注 1巷道长度m1345.5 2巷道断面㎡12.9 14.3 3在册人数人58 4出勤人数人44 5出 勤 率%75 6循环进度m1.6 7日循环次数次3 8日 进 尺m4.8 9月 进 尺m122 10循 环 率%85 11材料定额元/m1316.450-100.8m 区域内巷道 材料定额 12锚杆定额套/m16.25 13锚固剂定额支/m25.5 14钢带定额条/m1.25 15金属网定额片/m2.5 11材料定额元/m2600.75100.8-1345.5m区域内巷道 材料定额 12锚杆定额套/m7.5 13锚索定额套/m8.75 14锚固剂定额支/m32.5 15钢带定额条/m1.25 16金属网定额片/m2.4 第六章 安全技术措施 第一节 “一通三防”安全技术措施 一、局部通风管理 1、工作面局部通风机安设位置(见附图5)，该处进风量必须大于590m3/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侧10m范围内严禁堆放任何物品。 2、该工作面使用Φ1000mm胶质阻燃风筒供风。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”(专用变压器、专用开关、专用电缆、风电闭锁、甲烷风电闭锁)和“双风机、双专电源”。每天乙班由施工单位电工负责进行一次“双风机，双专电源”自动切换试验，每五天由机电科、安监处、通风队及施工单位联合进行一次“双风机，双专电源”自动切换试验，确保其功能正常，并有记录存档备查。工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交叉风筒采用直径Φ1000mm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。 5、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。如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。 6、风筒出口与工作面迎头距离煤巷不准大于5m，白班延接风筒工作由专职风筒工负责，夜班由瓦斯检查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。 7、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、通风队调度汇报。 8、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。 9、工作面必须执行计划停风制度，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通风队编制排放瓦斯措施及停送电措施，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、局部通风机必须与掘进巷道内的所有电气设备实行“风电闭锁”， 由机电科、安监处、通风队及施工单位专职电工每五天对“风电闭锁”装置的性能进行一次试验;掘进巷道内的所有电气设备必须实行“甲烷超限断电闭锁”，信息中心负责每七天必须对“甲烷超限断电闭锁” 进行一次功能试验，确保其功能灵敏、准确、可靠，并作好记录存档备查。 2、该工作面及其回风流中允许的最高瓦斯浓度为低于0.8%。如果瓦斯浓度达到0.8%立即停止作业，切断电源,并采取措施进行处理，工作面瓦斯浓度达到1.5%或回风流瓦斯浓度达到1.0%时，必须立即撤出人员，并向矿调度、通风队调度及有关领导汇报(人员撤离至本掘进工作面局部通风机处)。 3、巷道掘进过程中，若出现高顶，必须及时设置观测管，对高顶的瓦斯浓度进行检查，并由施工单位负责及时对高顶进行充填。工作面及其回风巷道内体积大于0.5m³的空间，积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，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、因工作面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0.8%以下，且回风风流全部经过回风处甲烷传感器后，方可恢复送电。 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、工作面瓦检员每班利用光学瓦斯检测仪、多种气体检测器及直读式温度计对工作面有毒有害气体及温度进行检查，并向调度汇报。 7、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3次，发现工作面存在“一通三防”隐患时，必须立即进行处理并及时向通风队调度及有关领导汇报。 8、工作面作业时，迎头必须悬挂便携式甲烷检测报警仪，瓦斯浓度达到0.8%时，立即停止作业，进行处理。 9、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风流中瓦斯浓度每小班至少要检查汇报一次。 10、信息中心负责每七天对甲烷检测报警仪进行一次功能试验，确保其功能灵敏、准确、可靠，并作好记录存档备查。 11、掘进工作面抽放管路系统(掘进巷道内利用压风系统管路进行抽放，压风管路距工作面迎头不超过30m，并备有不少于28m的4寸胶管)由专人对抽放管路定期进行检查，抽放管路必须始终保持完好，并始终保持连接状态，如果工作面停风在人员撤离前，由工作面班长(或跟班队长)负责将抽放管路末端吊挂于距工作面迎头不大于2m的巷道顶板，对工作面进行抽放。 12、局部通风机因故停止运转在恢复通风前，必须首先检查瓦斯和二氧化碳浓度，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%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。 13、如果停风区域中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，但最高瓦斯和二氧化碳浓度均不超过3.0%时，瓦斯检查员必须汇报矿调度、通风队调度和矿总工程师，并与工作面当班班(队)长、安监员、电工一起按如下规定执行： (1)确认是否切断回风流所经巷道内的所有非本质安全型电气设备电源; (2)撤出北二1216工作面及回风系统内所有人员，并在通往排瓦斯风流所经巷道各岔口处设置警戒;(人员撤离至本掘进工作面的局部通风机处) (3)在与全风压混合风流中的10m处必须悬挂甲烷传感器及便携式甲烷检测报警仪; (4)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，方可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%; (5)排放瓦斯过程中，在掘进巷道入口处排放瓦斯风流中的瓦斯浓度下降到0.8%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、通风队调度汇报。 (6)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。 A、本掘进工作面排瓦斯回风流所经的路线 工作面→已掘北二采区1208-2运顺→北二下采胶带巷→北二采区1216工作面→北二采区1216回风绕道→下采回风上山→下采回风石门→北风井。 B、设警戒地点(见附图18) a、本掘进工作面局部通风机处。 b、北二下采轨道石门与北二下采轨道运输巷交叉口上风侧10m处。 c、火药库风门内。 C、设置警戒要求: 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。 14、若停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须启动抽排系统，将停风区中瓦斯或二氧化碳浓度降到3.0%以下。并另行编制专项排放瓦斯措施，报矿总工程师批准后，按措施进行排放。 15、工作面必须实行有计划停风，排放瓦斯严格执行排放瓦斯制度。 16、一旦工作面停风，按下列程序启动瓦斯抽排系统(见附图19)： (1)由施工单位将抽排瓦斯胶管连接至压风管路末端，并吊挂于距工作面不超过2米的巷道顶板处。 (2)由施工单位打开压风管路末端阀门，确认压风吹工作面。 (3)人员撤离至顺槽口时，由施工单位关闭顺槽口压风总阀门，由瓦检员开启顺槽口瓦斯抽排阀门，使之处于抽排状态。 (4)该工作面最低抽放能力为7m3/min。 17、爆破工、掘进队长、通风队长、工程技术人员、班长、流动电钳工及瓦检员进入工作面，必须携带便携式瓦斯检测仪。 三、防灭火管理 1、巷道掘进过程中，顶部严禁留有顶煤;施工单位必须及时清除浮煤，并增加两帮、顶板的洒水量，防止浮煤氧化自燃。 2、掘进回风流的气体情况由专职防火人员每7天进行1次检查，如风流中出现一氧化碳气体，必须查明原因，由通风队立即组织进行处理。 3、工作面严禁携入汽油、煤油等易燃物品，使用的润滑油、棉纱、布头等必须装入盖严的铁桶内，用过的棉纱、布头等也必须装入盖严的铁桶内，并由专人定期送至地面进行处理，不得乱扔乱放，严禁将各种剩油随地泼洒。 4、每天由电工对工作面的电气设备进行检查，防止电气设备发生短路、漏电及过载等引起火灾。 5、一旦掘进巷道内出现明火，所有人员必须按如下规定执行： (1)现场人员必须视火源性质，立即采取直接灭火，控制火势，并迅速汇报矿调度。 电器设备着火时，必须先切断电源。在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火，油脂着火时立即使用灭火器灭火。 (2)在现场人员灭火过程中，由工作面班(队)长组织处理，由瓦检员负责检查瓦斯、一氧化碳等其它有害气体的变化。若火势无法控制或风流中瓦斯、一氧化碳等有害气体浓度超过《煤矿安全规程》规定，必须立即撤出掘进巷道内所有人员，到入风大巷听候指示。 (3)当工作面及已掘顺槽出现内因火灾时，首先停止工作面掘进及其他作业，切断电源，立即使用水或灭火器将明火熄灭，然后将起燃物彻底清除，并在起火点附近打注水孔进行注水，或者注入灭火材料，并随时观测温度和CO等气体变化情况，派专职防火员在起火点及其附近做好灭火和防火检查工作，直至确认火灾完成熄灭。 (4)矿调度在接到工作面着火的报告后，立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知矿有关领导组织实施灭火工作，并立即通知本掘进工作面回风系统内所有人员立即向副井方向撤离。 6、掘进期间工作面过断层及出现高顶防火措施 (1)瓦检员每班加强对工作面的断层处CH4、CO、温度等气体浓度进行检查，发现问题采取措施、进行处理，并向通风调度汇报。 (2)施工单位每班对断层及高顶处进行洒水，保证断层及高顶处处于湿润状态。 (3)瓦检员每天对高顶内CH4、CO、温度等气体浓度进行检查，发现CH4浓度超过0.8%、CO浓度超过0.001%或温度超过规定，必须立即停止工作面作业，进行处理，只有CH4降至0.8%以下、CO浓度低于0.001%、温度小于规定后，方可恢复作业。 四、防尘管理 1、掘进机前掘时，必须开启掘进机内外喷雾，并确保其效果良好，否则严禁割煤。 2、距工作面30~50m范围内安设一组净化喷雾，掘进顺槽内隔每100米安设一组净化喷雾，前掘时正常开启，保证全断面覆盖、雾化效果良好。 3、掘进队每天必须设专人对整个掘进巷道及出货系统冲洗一次。各转载点喷雾齐全、正常使用，并及时清除浮煤。 4、该工作面执行《综合防尘管理制度》对巷道进行消尘，防止巷道内煤尘堆积。 5、定期对各作业地点粉尘浓度进行测定。 6、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩带防尘口罩。 五、串联通风安全技术措施 北二采区1208-2运顺掘进工作面的回风,进入北二采区1216工作面形成一次串联通风,为确保通风安全，根据《煤矿安全规程》有关规定,特制定串联通风安全措施如下: 1、北二采区1208-2运顺掘进工作面与北二采区1216工作面分别设专职瓦检员，每班对工作面的通风、瓦斯等情况进行不少于3次的巡回检查，发现问题必须及时汇报和处理，严格按照“一通三防”各项管理规定对北二采区1208-2运顺掘进工作面及北二采区1216工作面的“一通三防”设施及设备使用情况仔细检查，发现问题及时进行处理并向相关领导汇报。 2、机电科加强对北二采区1208-2运顺掘进工作面及其回风所经巷道内的电气设备的检查, 杜绝失爆，并严格执行停送电制度。 3、北二采区1208-2运顺掘进工作面、北二采区1216工作面必须按规定设置和使用转载喷雾及净化喷雾。 4、因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m 以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。 5、由信息中心负责在北二采区1208-2运顺口下风侧10米处设置一台甲烷传感器，甲烷传感器的报警、断电、复电范围要符合如下规定： CH4报警浓度CH4断电浓度CH4复电浓度CH4断电范围 CH4≥0.5%CH4≥0.5%CH4<0.5%北二采区1208-2运顺、北二采区1216工作面及其回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。 6、信息中心要按规定对甲烷传感器进行调校和功能测试、确保瓦斯监控、监测系统灵敏可靠。 7、当北二1208-2运顺发生火灾、煤尘、瓦斯事故时，由工作面当班的(班)队长、安监员、瓦检员组织撤离，并向矿调度汇报。 (1)即人员由工作面→已掘北二采区1208-2运顺→北二下采胶带斜巷→架空人车道→-845入风巷→-850配风巷→井底车场→副井→地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须佩戴自救器)。 (2)北二采区1216工作面撤离路线： ①人员处在灾害点入风侧时：由工作面→运顺→北二下采轨道巷→北二下采南翼轨道石门→-845轨道巷→-850轨道大巷→-850配风巷→井底车场→副井→地面 ②人员处在灾害点回风侧时(人员佩戴自救器)：由工作面→回顺→北二下采轨道巷→北二下采南翼轨道石门→-845轨道巷→-850轨道大巷→-850配风巷→井底车场→副井→地面。 8、当工作面发生以上事故，由工作面班、队长负责组织人员撤离，瓦检员负责检查瓦斯，安检员负责现场安全监督，人员在撤离时由班、队长向矿调度汇报。矿调度立即通知其它可能受灾害威胁地点人员迅速撤离，其避灾路线执行各自作业规程中的有关规定。 第二节 开拉门安全技术措施 1、施工前由队长负责组织技术人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，并进行签字后方能下井作业。 2、巷道拉门施工前必须做好准备工作(通风系统、防尘喷雾系统、风水管路、机电设备、瓦斯监测系统)，具备施工条件，经矿职能部门验收后，方准开工。 3、施工前地测部门提前给出巷道开口位置，标好中线，施工单位严格按中线组织施工。 4、开口前必须对巷道开口处支护和环境进行检查，爆破作业时做好设备设施的掩护工作。 5、开口前必须准备好各种支护材料和所需工具。 第三节 顶板安全管理措施 1、进工作面前，由班长(带班队长)、安监员、瓦检员对工作面进行“三位一体”的安全检查，发现问题立即处理，否则禁止开工作业。 2、人员作业，必须在有临时支护或永久支护的帮顶下作业，严禁空顶作业。 3、严格执行敲帮问顶制度，工作面前掘后，安装前探梁前和永久支护前都必须进行敲帮问顶，每支护完一条带，进行一次找帮找顶，将浮石险块找净，在确保安全的条件下，方可作业。 4、敲帮问顶必须由班组长及有经验的老工人进行(一人监护、一人作业)，且必须站在安全地点，并找好退路;由监护人员站在安全地点观察顶帮安全情况，一旦发现危险情况立即发出警号，及时撤至后方安全地点。 5、敲帮问顶时，必须坚持由外向里、先顶后帮的原则，使用专用撬棍将工作面顶板、两帮危矸活石全部撬掉、撬净;敲帮问顶时，工作人员严禁背对或站在浮石可能掉落范围内。 6、出现顶板压力大、顶板离层、托盘变形、钢带断裂，要立即停止前掘，撤出巷道以里的所有人员，由跟班副队长向矿领导汇报，制定解决方案，补充加强巷道支护安全技术措施。 第四节 防治水措施 1、施工中必须坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的防治水原则。 2、掘进过程中要对工作面出水征兆观察，工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告调度室，发出警报，撤出受水威胁地点的人员。 3、当险情不能处理时，组织所有施工人员有组织、有顺序的按照水灾避灾路线撤离灾区。 第五节 机 电 一、井下用电相关的执行措施及要求 1、所用的电气设备必须符合完好标准及检修质量标准、且电缆必须符合阻燃要求。 2、井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作，必须符合防爆性能的各项技术要求。失爆设备严禁继续使用。 3、形成的供电系统的各种保护装置，必须齐全、合理、合格、灵敏、可靠。 4、所用的电气设备不应超过其额定值运行。 5、所用的电气设备上，应明显地标出其电压额定值。 6、一切容易碰到的裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动和传动部分，都必须加装护罩或遮拦。 7、严格执行井下供电“十不准”。 8、严禁掘进工作面动力电源，甩掉风电闭锁和瓦斯电闭锁施工。 9、电气设备放置与地平面垂直，最大倾斜角度不得超过15°。 10、电气设备不准用水冲洗或浸入水中，在滴水处放置的电气设备应设置防水设施。 11、对掘进机拖拉段电缆加强日常检查维护工作。 12、加强日常维护，提高完好防爆的处理及检查工作，设置专职人员，严格执行矿机电管理制度 13、设置专职人员，做好日常检查、维护工作，发现问题及时处理或上报，并做好记录。 14、维修电气设备时要使用保安工具。如：绝缘夹钳、绝缘手套、绝缘靴等。 15、对电气设备进行验电、接地、放电工作时，应在瓦斯浓度为0.5%以下时进行。 16、验电、放电工作前、工作中必须检查瓦斯浓度。 17、停电前，做好书面申请或采用其它可靠的联系方式，得到批准后，方可进行停电施工。 18、井下电气作业，必须严格执行停送电管理制度，严格执行谁停电、谁送电的停电制度，严禁约时停电、送电。严禁带负荷拉开隔离开关。 19、停电、断开的开关必须加锁，并在其上悬挂“有人作业，禁止送电”的停电牌。 20、本级次供电设备作业，必须停掉上级次供电开关，且挂设停电牌或设专人看护。 21、井下负荷变更或临时取电源，必须履行供电手续。 二、胶带输送机管理规定及检修安全措施 1、机头、机尾必须安装信号装置，且保证灵敏、可靠。 2、胶带输送机机头、机尾以及胶带底部的浮煤必须及时清理干净。 3、每台胶带输送机至少设置一个行人过桥，人员跨越皮带必须走过桥。 4、胶带输送机各种保护必须齐全、灵敏、可靠。 5、每班开工前，皮带必须空载运行一周，对皮带接头连接情况进行检查，发现问题及时处理。 6、定期检查胶带输送机机头、尾稳固情况，发现问题及时处理，处理好后方可作业。 7、主体架人行侧用防护网(网孔规格70×80mm)挡严，机头、机尾安设防护罩。 8、作业过程中必须将煤矸破碎到300×300mm以下方可使用胶带输送机运出。 9、胶带运输机运转过程中，注意观察运行情况，如有刮卡，及时停止运转，方可进行处理。 10、当皮带损坏时，需及时换带，换带前，将皮带上的货物转空，并及时把皮带控制开关停电闭锁，并悬挂“有人作业、禁止送电”字样的警示牌。 11、换带时，必须两人配合作业，一人为信号工，另外一人为操作工，同时信号工监护操作工作业，当出现任何异常，及时停止涨紧绞车运转。 12、操作工与信号工一起检查张紧跑车是否完好、有无掉道现象，确认无问题后，方可正常松绳。 13、松绳时，操作工在拽绳期间严禁戴手套，注意观察导绳轮运行情况，如有刮卡，及时停止涨紧跑车运转。 14、操作工在拽绳时，两手必须与导绳轮留有不小于0.5m的安全距离，确保在作业时，手不被碰伤。 15、操作工与信号工配合切断皮带(断口选在皮带不完好的接头处)，并将需要储存的皮带及皮带断口处打扣，打扣时，两人相互配合好，扣机放在平稳地点，身体任何部位不能接触扣机，抡锤前，检查锤头是否牢固，不合格的及时更换，避免抡锤时伤人。 16、涨紧跑车松绳和紧绳过程中，信号工手扶信号按钮，随时观察涨紧跑车运行是否正常，发现异常情况及时停机处理，处理好后，方可继续作业。 17、储带工作结束后，启动涨紧跑车运转，进行紧皮带作业，当涨紧跑车钢丝绳紧至适当位置，启动皮带运转，待一切运转正常，方可向皮带上装货。 三、使用掘进机管理规定及日常检修维护安全措施 1、掘进机必须装有只有以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。 2、在掘进机非操作侧，必须装有能紧急运转的按钮。 3、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。 4、开动掘进机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。 5、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa;如果内喷雾的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器。 6、掘进机停止工作和检修以及交接班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。 7、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。 8、检修时必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。如检修需要确需抬起切割头时，切割头必须用方木垫起或用钢丝绳固定在顶板上，保证稳固可靠，防止检修时油缸泄液，切割头下落造成意外事故。 9、维修人员在掘进机下方作业时，必须根据情况将后支撑及履带用方木可靠垫起，断开掘进机电源开关，将各操作手把打到停止位置，安排专人看守操作台，防止无关人员误操作，确保检修安全。 10、检修中或检修完成后需要试车时，应保证设备上无人工作，切割头附近无人，先进行点动试车，确认安全正常后方可进行正式试车或投入正常运行。 11、掘进机空转检查时，只准二人在掘进机附近(距截割头、星轮不小于2m的位置)配合作业。其中一人检查，一人监护，并在掘进机前后不小于3m的位置专人设警戒。检查期间，警戒区域内禁止任何人员通过。 12、检查行走部时，必须清除掘进机5m范围内的无关人员。 13、处理掘进机故障(含更换截齿、刮板)时，必须断开掘进机电气控制回路开关，切断掘进机电源。 四、刮板输送机安、拆安全措施 1、安装施工方法 (1)严格按使用维护说明书指定顺序安装，原则上执行谁拆谁装的办法，确保安装合格，符合质量标准。 (2)刮板输送安装顺序为机头、减速机、电机、过渡节、溜子板、机尾、锚链刮板、尾滚。 (3)刮板输送机铺设前，必须将安装地点底板整平，保证刮板输送机铺设平、直。 (4)安装过程中要根据使用说明书记录的吨位合理选择起重机。 (5)安装过程中，各零部件必须上齐并保证完好，严禁乱扔乱放。 (6)刮板输送机各部件铺设完好后机头、机尾必须打底锚固定。机头底锚数量为4根，机尾底锚数量为2根，采用Φ20mm×2200mm锚杆全长锚固。打在固定的基坐孔内。 (7)对链时选用2吨以上的起重机在过渡节处将溜子槽中锚链两端锁好，施工人员将两端锚链逐步锁紧，达到正常运转， 2、拆除施工方法 (1)首先用起重机在刮板输送机过渡节处将锚链锁好，并逐步锁紧将锚链断开。 (2)拆除过程中根据使用说明书记录的吨位合理选择起重机，按顺序分解机头、减速机、电机、过渡节、溜子板、机尾、锚链刮板、尾滚。 (3)锚链断开后将锚链分解从溜子槽中抽出摆放到指定地点码放整齐。 (4)拆除的溜子板要摆放到指定地点码放整齐。 五、刮板输送机检修安全技术措施 1、刮板输送机检修时，由两人配合在输送机范围内检查作业，并指定一人停送电(执行专人停送电制度)其中一人检查。 2、处理刮板输送机故障时(例：更换刮板、螺丝)时，必须将刮板输送机控制开关停电闭锁并设专人监护。 3、若需要掐链时，必须在机头5m范围内设好警戒，与工作无关的人员禁止进入工作区域。 六、使用起重机安全措施 1、采用起重机对设备进行起吊和组装前，必须检查起重机吨位是否合适，大小轮、逆止装置是否齐全完好。 2、在挂起重机时，要检查起重机是否好使，周围顶板是否安全可靠。拽起重机时，拽起重机人员要站在巷道上方拽，其他人员也要站在巷道上方，重物下面不准站人、通过或进行其它工作，若需进行设备的摆正、转动等工作，可采用打木垛或用长工具推等方法，且使用长工具操作时，作业人员严禁在物件下方作业。起吊重物必须选择牢固的起吊点(用锚索做为起吊点)，重物起吊时，必须找好重心，保证受力均匀。 3、人员使用起重机运件或起吊时，作业人员躲开起重机受力掉落范围，起重件滑窜范围内不准有人，施工现场有班长以上管理人员设专人对各连接处、受力处严密注视，发现问题，及时处理，否则，严禁作业。 第六节 运 输 1、提放车前司机要对绞车进行空载试运转，检查绞车稳固状态、车闸、试验信号装置，发现问题及时处理，严禁绞车带病作业。 2、提放车前把钩工检查距钩头20m内钢丝绳是否完好、道岔、车况(销链、矿车底盘、装载物料是否有超宽、超长、超高、是否偏载)等情况，无问题后，方可打点动车，发现问题及时处理。 3、倾斜巷道运输时，矿车之间的连接、矿车与钩头之间的连接必须使用带有防止自行脱落钩的销子连接。 4、钢丝绳在一个捻距内断丝面积与总断面积之比超过10%(包括10%)，钢丝绳磨损后直径减少达10%，钢丝绳腐蚀严重，点蚀麻坑形成沟纹，外层钢丝绳松动时，必须及时处理或更换，否则严禁使用。 5、绞车司机必须带电放车，严禁放飞车。 6、绞车司机操车时注意力集中，发现拉不动车、钢丝绳松驰等意外情况必须立即停车，待情况弄清后再动车，提放车必须听清信号，否则不准开车。 7、车行至挡车器前约20m时减速或停车，待挡车器打开后再运行，挡车器只有在车通过时打开，其它时间予以关闭。 8、绞车滚筒缠绳排列必须整齐，不允许出现咬绳和紊乱现象。 9、绞车停止运转后必须切断电源，并闭锁，临时停车绞车司机严禁离岗。 10、提放车前把钩工必须沿线清人，并检查线路是否畅通，然后方可发出信号变红灯，变灯之后任何人员不住进入红灯作业范围内。 11、处理掉道车时，不许摘钩头，且钢丝绳必须绷紧，人员严禁位于车倾倒侧。 12、声光信号装置必须齐全、灵敏、可靠，斜巷上、下必须设红绿灯 信号。 13、在斜巷装卸料时，矿车必须用锚链锁牢，确认安全后再作业。 14、在绞车硐室内悬挂牌板(按机电科给定数据)注明车型、绳径、挂车数、坡度等主要参数。 15、斜巷必须设好“一坡三挡”，保证灵活可靠(绞车前方25m～40m处设置一个挡车栏，挡车栏、阻车器必须处于常闭状态，只有车辆正常通过时方可打开，车过后及时关闭。 16、电钳工定期对绞车、信号及阻车装置进行检查维护。 17、未尽事宜按《红阳三矿小绞车管理汇编》执行。 第七节 其他安全技术措施 一、打眼及安设锚杆、锚索安全技术措施 1、使用MQT-130/3.1气动锚杆(锚索)钻机打眼安全技术措施 (1)顶板支护打眼顺序应从激光照射的眼位开始，在由两侧边眼向中间方向进行施工。 (2)使用锚杆机时，操作人员分腿站立，双手紧握操作手把，身体保持平衡。 (3)钻孔时，不要一味加大推力，以免降低转速，造成卡钻、断钎、伤人事故。 (4)钻孔时，领钎工严禁戴手套及用手去拭握钻杆。 (5)领钎工一手握住锚杆机扶手，一手将短钎杆插入锚杆机旋转机座孔内，向操作人员发出开钻信号。 (6)操作人员缓缓开启气腿阀门，使气腿慢慢升起，对准眼位顶紧，点动锚杆机，待眼位固定钻进一定深度时，开水，领钎工退到操作人员身后侧进行监护。 (7)待短钻杆基本进入岩体，操作者应停风、停水并落下气腿;领钎工待锚杆机停止运转后，拔出短钻杆，换上长钻杆，打至设计深度。 (8)钻孔到位后，停止推进，调小出水量，减慢钻杆转速，使锚杆机靠重力平稳地带着钻杆退出。 (9)锚杆机回落时，手不要扶在锚杆机腿上，以防伤手。 (10)锚杆机加载和卸载时，会出现反扭矩，应握稳摇臂手把，取得平衡。特别是突然加载和卸载时，操作者更应站稳，合理把持摇臂手把。 (11)施工结束后，将锚杆机放到指定工具架内进行摆放，防止倾倒，造成事故。 2、使用7655型气腿式凿岩机打眼安全技术措施 (1)巷帮支护打眼顺序应从上一循环接茬位置开始，由后向前逐根进行施工。 (2)钻孔时，领钎工严禁戴手套。 (3)领钎工站在凿岩机一侧，两手抓稳钻杆，对准标好的眼位，向操作人员发出开机信号。 (4)操作人员将凿岩机操纵阀开到轻转位置，待眼位固定后在进行全速钻进。 (5)打眼过程中，要随时观察帮顶情况，发现有片帮、掉顶危险时，必须立即停止作业，进行处理; (6)打眼过程中，要经常检查钻机运转情况及风水管路连接情况，出现异常情况时，必须停机处理。 (7)打至设计深度后，撤钻;关闭水阀门，小开风阀门，使钻杆在旋转中退出眼孔，关闭风阀门。 (8)打底眼时，钻杆拔出后，应及时用物体把眼口封护好，防止煤岩块堵塞眼孔。 (9)施工结束后，将凿岩机放到指定工具架内进行摆放，防止倾倒，造成事故。 3、安设锚杆、锚索安全技术措施 (1)安注锚索、锚杆前要先检查锚固剂及锚索、锚杆质量是否合格，不 合格的禁止使用。 (2)打眼结束后，卸下钎杆，使用锚杆、锚索将树脂药卷顶至孔底，再将搅拌器尾部六方头插入钻机上，缓开气腿阀门，开机搅拌，边搅边推，直到锚杆顶端推到眼底，打完一个眼应注一个眼，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚杆、锚索，以防捅破锚固剂影响锚固质量。 (3)安设完毕后，卸下搅拌器，如此循环作业。 (4)用力矩扳手及锚索张拉机具，检查锚杆、锚索预紧力情况，发现有松动现象，及时进行处理。 (5)锚索锁紧过程中，人员站在旁侧操作千斤顶，其他人员撤到安全地点。 (6)工作面如遇高顶(巷道高于设计高度1.0m视为高顶)补打锚杆、锚索及安装锚杆、锚索时，操作人员首先搭设牢固工作平台，工作平台采用不小于Φ18cm开拌或120×100mm方木做横梁和立柱，上方铺设不小于50mm厚跳板，跳板不得探出横梁300mm，其连接部位必须用双股8#铁线拧紧使其牢固，每班开工前，必须检查平台是否完好。 二、锚杆、锚索拉力测试安全技术措施 1、操作人员必须熟悉掌握手动油泵、气动油泵、千斤顶的性能、结构和使用原理。 2、操作前，首先检查设备各部位及表盘是否完好，发现问题及时处理，否则禁止进行测试。 3、操作前，操作人员要详细检查测试地点帮顶情况，发现问题隐患及时处理，否则不准测试。 4、操作人员要两人或两人以上互相配合作业，操作人员对帮锚杆测试时不准正对千斤顶，对顶锚杆、锚索测试时不准站在千斤顶正下方，以防止千斤顶脱落伤人。 5、巷道高度达到2m对顶板锚杆、锚索做测试时将千斤顶使用不小于8#双股铁线绑在顶板金属网上并设好梯子，梯子要放稳，扶牢，防止操作人员登高踩空。 6、操作过程中，千斤顶一次张拉行程超过125mm时未达到测试标准时应进行多次张拉。 7、对锚杆、锚索进行测试时，不得将锚杆螺母、锚索锁头卸下。 8、对测试后的锚杆、锚索要重新预紧，对失效锚杆、锚索必须在失效地点200mm范围内重新补打，确保被测试地点支护有效。 9、无关人员途径测试地点必须经测试人员同意方可经过，否则严禁通行 10、测试锚杆、锚索时不准超过额定压力，以免损坏油泵。禁止对锚杆进行破坏性测试(达到标准即可)。 11、做好测试后的相关记录，将手动油泵卸下装入指定地点摆放整齐，并按照使用维护说明书做好手动油泵保养工作。 三、管棚式超前支护安全技术措施 1、打眼前应按照设计要求，定好眼位，作出标记。 1、在工作面顶板迎头打眼时，严格执行“敲帮问顶”制度。 2、打眼时，设专人监护帮顶情况，发现异常情况立即停止作业进行处理。 3、打眼后应用风对孔内岩(煤)渣进行清除。 4、安装铁管时，首先检查深度是否符合设计要求，管与管连接情况，若不符合必须重新补打。 5、用大锤钉排杆时，要检查好锤头与锤把间的链接，在作业时非作业人员不得进入工作区域内。 四、架U型钢棚安全措施 1、挖腿窝时严格按巷道中心线找好腿窝位置，按腰线找好腿窝深度，开始挖腿窝(腿窝深不小于200mm)，挖腿窝时设专人进行监护。 2、腿窝找好后，先将棚腿放入腿窝里并用8#铁线将棚腿固定在帮锚网上，以防倒腿伤人。 3、施工地点必须搭设牢固可靠的工作平台，立柱和横梁采用150mm×150mm的方木，工作台跳板采用50mm以上厚的木板，各搭接点用“U”型卡子连接且“U”型卡子螺丝拧紧保证牢固，立柱间距不大于2m，作业过程中要经常检查作业台的稳定性，经检查合格后，方可使用。 4、工作平台搭好后，然后开始上梁，梁与棚腿搭接490mm，上梁时作业人员听从班长统一指挥，手不许放在梁背上，并做到口令一致，动作协调。 5、上梁完毕上齐卡子、拉子。且各卡子、拉子螺丝必须拧紧，找好棚距(0.8m)与迎山角(迎上角为巷道坡度的七分之一度)，棚腿距巷道中心宽度，然后按要求对帮顶进行刹柈。 6、帮顶刹柈必须接帮接顶，不低于3层，且刹实、刹严，打紧楔子。 7、上梁及顶板刹拌子期间设专人进行警戒，严禁任何人通行，刹顶人员必须配备工具袋，使用的小型 工具，应装入工具袋内，不准在拌子或钢梁上乱放工具，防止刹拌期间坠物伤人。 五、过火层岩安全技术措施 1、距火成岩10m前，停止作业，打钻探明火成岩产状，若煤层已断失另行编制专项措施。若煤层未完全断失，执行如下措施。 2、距火成岩5米前，对煤层进行突出危险性预测，方法及指标同区域验证方法，只有Δh2<200pa、最大钻屑重量<6.0kg/m，并且无其他突出预兆，方准继续前掘作业。 3、过火成岩前，对火成岩里侧煤层进行突出危险性预测，每米测一次Δh2，只有Δh2<200pa(干煤)或Δh2<160pa(湿煤)，并且无其他突出预兆，方准继续前掘作业。 4、过火成岩期间，加密区域验证至每5米进行一次，直至过完火成岩。 5、若Δh2≥200pa(干煤)或Δh2≥160pa(湿煤)或最大钻屑量≥6.0kg/m或有动力现象等突出预兆时，必须立即停止作业，经公司、矿根据现场情况制定预抽或释放瓦斯防突措施，报公司总工程师批准后方准实施。 第八章 灾害事故应急、自救、互救措施及避灾路线 第一节 灾害应急措施 一、瓦斯、煤尘爆炸事故应急措施 1、事故发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，要迅速背向空气震动的方向、脸向下卧倒，并用湿毛巾捂住口鼻，以防止吸入大量有毒气体;与此同时要迅速戴好自救器，尽快撤离灾区，撤离时要正确佩戴好自救器，不要慌乱，尽量低行。 2、撤离时，遇险人员必须在当班现场负责人的组织带领下，按避灾路线迅速进入进风风流中，撤离危险区。撤离时，应两人以上同行，要互相帮助，互相照顾。 3、在撤离过程中听到或感觉到爆炸声或有空气震动冲击波时，应立即背向声音和气浪传来方向，脸向下，双手置于身体下面，闭上眼睛，迅速卧倒，头部尽量低，有水沟的地方最好躲在水沟边上或坚固的掩体后面，用衣服将自己身上的裸露部分尽量遮盖，以防火焰和高温气体灼伤皮肤。 4、当通过风门时，应随手将风门关好，以防风流短路、紊乱，造成事故范围扩大。 二、火灾事故应急措施 1、遇到火灾事故时，能灭(火)则灭，不能灭(火)则迅速撤离。 2、事故发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，要首先判明灾情和自己的实际处境，迅速戴好自救器立即撤离灾区，佩戴自救器行走时不要摘口具说话，只能打手势，以防中毒。 3、撤离时，遇险人员必须在当班现场负责人的组织与带领下，按避灾路线迅速进入进风风流中，撤离危险区。回风侧的人员能越过火区时，最好快速穿越火区，然后和进风侧人员沿进风线路撤退。若回风侧人员不能越过火灾地点时，应迅速佩戴好自救器，沿最近巷道快速进入其它进风风流巷道。撤离人员中的最后一人通过风门时，应随手将风门关上，以防风流短路，通风系统紊乱，导致采区受灾范围的扩大。 4、撤离过程中，不要奔跑，防止自救器脱落。同时要防止瓦斯爆炸，当冲击波或火焰袭来时，应立即趴下，以避开爆炸波的冲击、火焰的灼伤或有毒有害气体的袭击。 三、突水事故应急措施 1、发生突水事故后，现场人员应将突水情况立即向调度室汇报，并在现场负责人的带领指挥下迅速开展抢险排水工作，保证排水设施达到最大排水能力，尽可能使工作面不淹或降低工作面淹没速度，为进一步有效开展防治水工作赢得宝贵的时间。 2、若水势过猛，无法抢救，凡受到水灾威胁地区的所有人员都必须在当班现场负责人的带领下撤出危险区域，撤离时应有组织地避开压力水头，沿着规定的避灾路线迅速撤退。 四、冒顶应急措施 1、事故发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，对事故的类型和发生地点作出正确分析，然后立即采取自救与互救措施，并及时向调度室汇报。 2、对于局部冒顶应先对临近冒顶处的巷道采取加固措施，然后用架抬棚穿长梁的方法由外向里逐段进行出矸、架棚、背木接顶，完成冒顶区的巷道处理工作。 3、冒顶堵人事故的处理 (1)首先探明冒顶区域范围和被埋压堵截的人数与位置。一般采用呼叫、敲打等方法。 (2)积极恢复冒顶区的正常通风，如暂时不能恢复时应利用水管、压风管及开掘巷道、打钻孔等方法向被困人员供新鲜空气、饮料和食物。 (3)处理冒顶过程，必须始终坚持从外向里的原则加强支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用巷道。 (4)遇有大块岩石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块。应尽量避免破坏冒落岩石的堆积状态。 五、矿井停风应急措施 如果该工作面受停风影响应立即停止工作，切断施工地点所有非本质安全型电气设备的电源并将开关全部操作至“零位”，并闭锁，在班队长的组织与带领下，迅速地进入进风大巷内(有电话的地点)，撤离到位后现场负责人清点人数，就近汇报调度室。当撤离人员中的最后一人通过风门时，应随手将风门关上，以防风流短路或通风系统出现紊乱。 六、发生煤与瓦斯突出事故应急措施 1、发生煤与瓦斯突出事故后，由该地点班长(班长不在时由有经验的老工人代理)用附近电话立即向矿调度汇报，用准确、简短的语言报告事故的时间、地点、事故发生的初步原因、已采取的措施、现场人员情况、人员伤亡及撤离情况。 2、矿调度值班人员接到灾害事故汇报后，立即向矿总值班、矿长和矿总工程师汇报情况，并成立指挥部。 当无人员汇报时，但调度员、监测机房人员发现瓦斯异常，或发现井下发生突出事故后，按上述执行。 3、由指挥部负责人向公司调度汇报及通知公司救护队。 4、矿调度值班人员按《红阳三矿灾害处理计划及应急预案》中“发生事故后必须立即通知的单位和人员名单”通知有关人员立即到指挥部待命。 5、指挥部应在第一时间报告当地县市、省煤矿安全监察监督管理机构。 6、切断灾区和受影响区的电源，但应在远距离断电，防止产生电火花引起爆炸。当瓦斯影响区遍及全矿井时，要慎重考虑停电后会不会造成全矿被水淹的危险。若不会被水淹，则应在灾区以外切断电源;若有被水淹的危险时，应加强通风，特别是加强电气设备处的通风，做到“送电的设备不停电，停电的设备不送电”。 7、弄清矿井通风系统破坏情况，撤出灾区和受威胁区的人员，及时报告。 8、派人到进回风井口及其50m范围内，检查瓦斯，设置警戒，熄灭一切火源，严禁一切车辆进入警戒区。 9、派救护队员佩戴呼吸器、携带灭火器材下井侦查险情，恢复通风系统。 10、救护队要严格制定灾区行动的安全措施，不准随意启闭电器开关、不要扭动矿灯开关和灯盏。严密监视原有火区，查清突出后是否出现新火源，灭除灾区一切火源，防止引爆瓦斯。 11、发生突出事故时，必须保证矿井的正常通风，不得随意停风或反风，以防止风流紊乱扩大灾情。如果通风系统和设施破坏，应设置临时风障、风门，安装局部通风机以恢复通风，并将高浓度瓦斯绕过火区和人员集中区引入总回风巷。 12、突出造成风流逆转时，要在进风侧设置风障，并及时清理回风侧的堵塞物，但应尽快恢复正常风流。 13、发生突出事故后，切断灾区和受影响区的电源要在远距离断电，防止产生火花引起爆炸。 14、组织力量抢救遇险遇难人员。安排救护队在灾区救人，非救护人员在新鲜风流中配合救人。救人时本着“先明后暗、先活后死”的原则进行。 15、制定并实施预防再次突出的措施，防止扩大伤亡，必要时撤出救灾人员。 16、当突出后破坏范围很大，巷道恢复困难时，应在抢救遇险人员后对灾区进行封闭。 17、保证压风机正常运行，以利避灾人员利用压风自救装置自救。 18、若突出发生后造成火灾或爆炸，则按火灾或爆炸事故处理。 19、救护队在处理突出事故时，必须严格执行《煤矿救护规程》的规定和突出事故处理的行为原则。应特别注意观察有无火源存在，在工作中要特别注意不得产生碰撞火花或其他电源火花，尽快恢复通风，消除爆炸危险，同时要时刻注意防止再次突出，造成自身伤亡。 七、发生灾害时撤退的原则 1、加强对职工进行井下自救、互救、急救等基本知识教育培训，教育职工应沉着冷静，熟知避灾路线，针对各种灾害采取不同的措施。 2、水灾撤退原则：选择通往安全出口的最短路径撤退，人往高处走，人员不准向独头巷道内避灾。 3、火灾、瓦斯、煤尘事故撤退原则：选择通往安全出口的最短路径撤退，迎着新鲜风流走。 第二节 自救互救措施 1、井下施工人员要掌握矿井灾害预防和自救、互救知识，熟悉井下避灾路线。技术人员要定期组织施工人员进行学习培训。 2、避灾过程中，要保持镇静、沉着应对、听从指挥、遵守纪律。 3、无法安全撤离灾区时，要迅速进入躲避硐室或其他安全地点暂避，在硐室外留下明显标记，并不时敲打轨道或铁管发出求救信号。撤离路线被封堵时，不要冒险闯火区或泅渡被水封堵的通道。 4、抢救窒息或心跳呼吸骤停的伤员时，要先复苏，后搬运：抢救出血的伤员时，要先止血，后搬运;抢救骨折的伤员时，要先固定，后搬运。 5、遇到水灾事故时，要尽量避开突水水头，难以避开时，要紧抓身边物体并深吸一口气，待水头过去后开展自救和互救。 第三节 避灾路线 1、当工作面发生火灾、瓦斯、煤尘事故时，人员按图例中图标方向撤离(见附图20)。即人员由工作面→已掘北二采区1208-2运顺→北二下采胶带斜巷→架空人车道→-845入风巷→-850配风巷→井底车场→副井→地面(人员在未到达新鲜风流巷道前必须佩戴自救器)。 2、当工作面发生水灾事故时，人员按图例中图标方向撤离(见附图20)。即人员由工作面→已掘北二采区1208-2运顺→北二下采胶带斜巷→架空人车道→-845入风巷→下采轨道上山→下采回风石门→北风井→地面。 3、当工作面发生以上事故，由工作面班、队长负责组织人员撤离，瓦检员负责检查瓦斯，安检员负责现场安全监督，人员在撤离时由班、队长向矿调度汇报。矿调度立即通知其它可能受灾害威胁地点人员迅速撤离，其避灾路线执行各自作业规程中的有关规定。 北三采区1208-2运输顺槽平面图(单位mm) 附图1 北三采区1208-2运输顺槽剖面图(单位mm) 附图2 北三采区1208-2运输顺槽地层综合柱状图 附图3 北三采区1208-2运输顺槽装载与运输系统图 附图4 北三采区1208-2运输顺槽通风系统图 附图5 北三采区1208-2运输顺槽压风系统图 附图6 北三采区1208-2运输顺槽区域验证钻孔布置图 附图7 北三采区1208-2运输顺槽超前钻孔布置图 附图8 北三采区1208-2运输顺槽供水与防尘系统图 附图9 北三采区1208-2运输顺槽安全监控设备布置图 附图10 北三采区1208-2运输顺槽设备布置图 附图11 北三采区1208-2运输顺槽掘进供电系统图 附图12 北三采区1208-2运输顺槽风机供电系统图 附图13 北三采区1208-2运输顺槽排水系统图 附图14 北三采区1208-2运输顺槽通讯联络设备布置图 附图15 北三采区1208-2运输顺槽人员定位设备布置图 附图16 北三采区1208-2运输顺槽语音扩播设备布置图 附图17 北三采区1208-2运输顺槽排放瓦斯警戒示意图 附图18 北三采区1208-2运输顺槽瓦斯抽排系统图 附图19 北三采区1208-2运输顺槽避灾路线示意图 附图20
