瓦斯抽采巷反井钻孔钻场施工技术安全措施概述gpvy.docx

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1、一采区22#瓦斯斯抽采巷巷5#、66#、77#反井井钻孔钻钻场施工工技术安安全措施施一、概况况为满足9912工工作面瓦瓦斯治理理需要需需要，根根据生产产技术部部下发编编号：JJS2001701J09联系单单要求，由由我单位位施工一一采区22#瓦斯斯抽采巷巷5#、66#、77#反井井钻场，采采用锚网网喷支护护。为确确保施工工期间的的安全，特特编制本本技术安安全措施施指导生生产。二、巷道道布置（附附图1）表2-11 巷巷道基本本参数巷道名称称拨门位置置方位角（）坡度（）断面规格格（m）工程量（mm）一采区22#瓦斯斯抽采巷巷5#反井井钻场一采区22#瓦斯斯抽采巷巷10#钻场作作中（原钻场宽44.8

2、mm，两帮帮各收00.9m）10515上上山3.02.66m（半圆拱拱断面）5.0（平平距）1053上山山3.02.66m（半圆拱拱断面）4一采区22#瓦斯斯抽采巷巷6#反井井钻场一采区22#瓦斯斯抽采巷巷7#钻钻场作中中（原钻场宽44.8mm，两帮帮各收00.9m）10515上上山3.02.66m（半圆拱拱断面）5.0（平平距）1053上山山3.02.66m（半圆拱拱断面）4一采区22#瓦斯斯抽采巷巷7#反井井钻场一采区22#瓦斯斯抽采巷巷4#钻钻场作中中（原钻场宽44.8mm，两帮帮各收00.9m）10515上上山3.02.66m（半圆拱拱断面）5.0（平平距）1053上山山3.02.66

3、m（半圆拱拱断面）4三、地质质情况根据周边边巷道及及钻孔资资料分析析，预计计向前114.00m范围围内：（附附图2）1、构造造情况：该范围围整体为为一单斜斜构造，倾倾向近西西向，倾倾角平均均8。受区区域构造造及边界界断层影影响，该该范围内内可能发发育次生生小构造造。2、煤层层情况:巷道位位于9煤煤底板层层位，拨拨门处距距9煤垂垂距约224.22m，施施工至停停头位置置时距99煤垂距距约277.8mm。9煤煤黑色，弱弱玻璃光光泽，粉粉末状，碎碎块状，厚厚2.883.0m；9煤底底板第一一条薄煤煤层距99煤法距距4.555mm，厚约约0.55m。3、岩性性情况：该范围围主要揭揭露岩性性为：泥泥岩:

4、灰灰深灰灰色，局局部含泥泥质及细细砂质较较多，性性较坚。4、瓦斯斯情况：该区域域9煤为为突出煤煤层，实实测该区区域9煤煤最大残残余瓦斯斯含量为为6.002666m/t。由由于巷道道距9煤煤法距较较远，对对巷道无无威胁。5、水文文地质情情况：该该施工范范围内，水水文地质质条件简简单，采采用类比比法预计计单处最最大涌水水量为00.5mm/h，巷巷道自流流排水。四、施工工方法1、采用用钻爆法法掘进，采用耙矸机装岩配合车皮、绞车出货。2、施工工顺序：放炮后后检查放放炮情况况（是否否需要处处理瞎炮炮）洒水检查瓦瓦斯浓度度找顶临时支支护出货底板找找平整初喷（点点柱移动动）看中线线、挂网网画方格格打顶板板支

5、护锚锚杆（锚锚杆打齐齐、拆除除临时支支护）正断面面封闭打超前前锚杆（顶顶板破碎碎或揭煤煤）打上部部眼出货（上山山巷道需需要再次次正断面面封闭）打下部眼对上班帮部进尺刷帮、初喷检查瓦斯等放炮前的准备工作放炮进入下一循环。五、支护护设计（一）断断面布置置（附图图3、附图4）1、施工工期间，风风、水带带吊挂于于巷道右右帮，距距巷道底底板不低低于0.6m。2、施工工期间，信号线线吊挂于于巷道右右帮，距距底板不不低于11.8mm。3、施工工期间，风筒采用600mm柔性阻燃胶质风筒，吊挂于巷道右帮。（二）支支护方式式、断面面尺寸表5-11 支支护方式式、断面面尺寸巷道名称称支护方式式断面形状状净宽（mm）

6、净高（mm）净断面积积（m22）掘进断面面积（mm2）工程量（mm）一采区22#瓦斯斯抽采巷巷5#反反井钻场场锚网喷半圆拱3.02.66.87.99.0（平平距）一采区22#瓦斯斯抽采巷巷6#反井井钻场锚网喷半圆拱3.02.66.87.99.0（平平距）一采区22#瓦斯斯抽采巷巷7#反井井钻场锚网喷半圆拱3.02.66.87.99.0（平平距）（三）临临时支护护（附图图5、附图图6）1、顶板板采用初初喷配合合戴帽点点柱的方方式作为为临时支支护。初初喷材料料及要求求：选用用矿用硅硅酸盐水水泥（采采用4225#普通硅硅酸盐水水泥）、中中粗黄沙沙、瓜子子片，其其配比（体体积比）为为水泥：黄沙：瓜子片

7、片=122，水水灰比00.455，喷射射时掺入入水泥含含量的33%55%的速速凝剂；初喷厚厚度300500mm。戴戴帽点柱柱临时支支护材料料及要求求：戴帽帽点柱，两两副正常常使用一一副备用用；点柱柱为轻型型单体，柱柱帽采用用规格为为：净长长净宽净厚=800020001500mm的的方木，点点柱间距距为1.011.2mm；点柱距距最后一一排永久久支护距距离不超超过排距距+1000mmm，点柱柱距迎头头距离不不超过排排距，若若超过则则增设一一排点柱柱。2、巷道道两帮及及断面采采用防片片帮网作作为临时时支护：采用倒倒楔式专专用锚杆杆配合网网片对巷巷道两帮帮及断面面进行封封闭，帮帮部防片片帮网布布置分

8、上上、中、下下各3根根共三排排，断面防片片帮网布布置分上上、下各各3根共两排。（四）永永久支护护1、一采采区2#瓦斯抽抽采巷采采用锚网网喷支护护，锚杆杆间排距距为800800mmm，目目前巷道道支护良良好。反反井钻场场岩性较较好且无无变化，通通过与一一采区22#瓦斯斯抽采巷巷类比，采采用以下下永久支支护（附附图7、附附图8）表5-22 锚锚网喷支支护反井钻场场材料材质质、规格格支护参数数技术要求求帮、顶锚杆采用220mmm，L=24000mmm左旋无无纵筋等等强螺纹纹钢间排距8800800mmm眼位误差差1000mm眼向误差差0115锚杆托盘盘托盘，规规格：11501500mm间排距88008

9、00mmm紧贴煤、岩岩面与网网片压紧紧贴实钢筋网5.55圆盘焊焊接，网网幅3000010000mm，网格11001000mm采用自连连网方式式，不能能自连处处每隔2200mmm用双双股144#铁丝丝连接紧贴巷道道轮廓线线，铺设设平整锚固剂MSZ-23770树脂脂药卷MSK-23770树脂脂药卷锚杆选用用1卷树树脂药卷卷，锚索索选用22卷树脂脂药卷锚杆选用用1卷MMSZ-23770树脂脂药卷；锚索（上上部为MMSK-23770，下下部为MMSZ-23770树脂脂药卷）六、爆破破作业（一）爆爆破方式式及要求求1、掏槽槽方式：楔式掏掏槽法。2、装药药结构：正向装装药结构构3、起爆爆方式：起爆使使用发

10、爆爆器全断断面一次次起爆，联联线方式式为串联联。4、技术术要求：（1）掏掏槽眼槽槽口横向向排距5500mmm，槽槽口竖向向间距为为800mmm；炮炮眼最小小抵抗线线：在岩岩层中不不得小于于3000mm，周周边眼每每眼装药药量不超超过6000g；严禁反反向装药药；必须须一次装装药起爆爆，严禁禁一次装装药分次次爆破。（2）严严格按照照要求进进行作业业爆破，爆爆破后巷巷道成型型要做到到帮直、顶顶平，不不欠挖，局局部超挖挖不超过过1000mm。打打眼前严严格按照照爆破图图表点眼眼。煤层层发生变变化时或或过断层层时，及及时调整整爆破参参数，在在施工中中要多打打眼、少少装药。（二）炮炮眼布置置图及爆爆破说

11、明明书（附附图9、附附图100）七、技术术规定及及质量标标准1、初喷喷厚度330-550mmm。戴帽帽点柱垂垂直顶底底板架设设并用防防倒绳连连接，保保证正规规有力，生生根牢固固，单体体初撑力力不低于于30KKN，支支设在浮浮矸上必必须穿柱柱鞋。DDW型单单体液压压支柱油油缸直径径为800mm的的压力不不低于66.0MMpa，直直径为663mmm的压力力不低于于9.66Mpaa。乳化液液浓度符符合3%5%的要求求，使用高高浓缩液液时，浓浓度符合合1%3%的的要求。2、巷道道净宽、净净高符合合规定要要求，不不超挖、欠欠挖。成成巷后巷巷道中线线至任一一帮距离离误差00-1550mmm，锚网网喷巷道道

12、腰线至至巷道正正顶及底底板距离离误差为为0-1150mmm。3、锚杆杆间排距距允许误误差1000mm，呈呈矩形布布置。顶顶部锚杆杆垂直于于巷道轮轮廓线，帮帮部锚杆杆垂直于于巷道两两帮，角角度允许许偏差15；锚杆杆外露长长度要求求露出螺螺纹100-500mm。要要求托板板紧贴岩岩面，锚锚杆构件件齐全，紧紧固有力力，杜绝绝退锚，初初锚扭矩矩不少于于1500Nm，二二次紧固固螺母扭扭矩不小小于2000Nm，锚锚固力不不少于880KNN。4、顶部部锚杆必必须够一一排打一一排；帮帮部锚杆杆滞后迎迎头不大大于4排排；岩性性较差时时，帮部部锚杆必必须紧跟跟迎头；三岔门门加固锚锚索滞后后迎头不不大于22排。5

13、、锚杆杆托盘、锚锚索托盘盘与网片片必须压压紧贴实实，紧贴贴岩面。顶顶板网片片搭到肩肩窝处用用帮部肩肩窝锚杆杆压住。6、岩性性变差或或遇构造造时，应应采取补补打锚索索等措施施加强支支护，迎迎头必须须备有锚锚索，以以便于顶顶板岩性性变化时时选择适适宜锚索索。7、锚索索孔的位位置要准准确，孔孔位误差差不得超超过1000mm，孔孔向误差差不得大大于2，锚索索外露长长度1550-3300mmm。8、锚索索预应力力在10001120KKN，抽抽检时锚锚索张紧紧力不低低于1000KNN。9、网片片铺设必必须平直直，紧贴贴岩面。八、通风风系统（附附图133）1、局部部通风方方式：采采用局扇扇压入式式通风；2、

14、局扇扇位置：一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷反井井钻场拨拨门位置置向外330m。3、风量量计算（1）按按人员计计算：QQ4NN4251000m3/miin式中：QQ风量，mm3/miin；N工作作面最多多工作人人数，取取25人人。（2）按按瓦斯涌涌出量计计算：QQ1225qkk12250.661.881335m33/miin式中：qq表示瓦瓦斯的绝绝对涌出出量，取取0.66m3/miin；k表示示瓦斯涌涌出的不不均衡系系数，取取1.88。（3）按按炸药量量计算：Q110A=1023.12=2311.2 m/miin式中：AA掘进工工作面一一次爆破破消耗炸炸药量：23.12kkg经计算掘掘进工作作面所

15、需需最大风风量为223.112m/miin。（4）风风速验算算：V（Q/60）/S（231.2/60）/6.24=0.62m/s式中：VV风速，mm/s；S净断断面面积积。0.155m/ss0.62m/ss4mm/s 符合要要求。4、局扇扇及风筒筒选型：1）局扇扇风量计计算：根据风量量大小，通通风距离离，选定定风扇6000mm、胶胶质阻燃燃风筒Q局PPQ11.22311.22777.4mm3/miinQ局：局局部通风风机工作作风量，mm3/miinP：风量量比，取取1.222）局扇扇工作风风压：h全hh阻h出h全：局局扇全压压pah阻：风风筒通风风阻力ppah出：风风筒出口口阻力 pah全RR

16、Q局Q掘3600000.8111Q2/D43600043.382777.42311.23600000.81111.222311.2220.664360008884.3PaaRR摩摩R局411.1332.2543.38R摩66.5L/DD56.50.00041112000.665411.133R局/22S2（00.31.22）/（22（3.140.332）2）22.255R摩：摩摩擦风阻阻 Nss2/m8R局：局局部风阻阻Ns22/m8a：摩擦擦风阻系系数，取取0.000411N ss2/m4(风筒筒直径6600mmm)：局部部阻力系系数，取取0.33N ss2/m4L：通风风距离mm，L取取1

17、200m：空气气密度 取1.2/m3S：风筒筒断面积积5局部通通风机前前配风量量Q配=QQ额+0.1560SS=4000+00.1556010.2=4491.8m33/miin式中：Q配局部通通风机前前配风量量，m33/miin；Q额局部通通风机额额定吸风风量，4400mm3/miin；风速0.115m/s；S局局扇摆放放处巷道道断面积积10.2m22； 根据以以上计算算Q局2777.4mm3/miin，hh全8884.3Paa，故可可选用FFBD-6.00型、215KWW局扇两两台，一一台使用用，一台台备用。其其参数为为：供风风量2660-4550m33/miin，功功率215KKW，全全风

18、压8875-45000Paa，可以以满足安安全生产产，符合合要求。3、进风风路线地面副副井下口口中央进进风石门门东翼轨轨道大巷巷9122风巷联络络巷一采区区1#瓦瓦斯抽采采巷一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷局扇迎头4、回风风路线迎头一一采区22#瓦斯斯抽采巷巷反井钻场场一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷一采区区瓦斯抽抽采巷22#联巷巷一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷一采区区瓦斯抽抽采巷回回风联巷巷中央第第二回风风大巷南风井井地面。九、供电电系统（附附图166）1、原始始资料：一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷反井井钻场掘掘进工程程量9.0m（平平距），实实际最大大供电距距离为117000m。2、供电电方式：准备安安装以下

19、下电器设设备：耙耙矸机11部155KW、乳乳化液泵泵1台77.5KKW，喷喷浆机11台5.5kWW，JDD-400绞车22部800kW，JJD-111.44绞车33部344.2KKW，FFBD22-6.0型、2215KKW局扇扇两台。动动力总负负荷1442.22KW表9-11 机机电设备备一览表表序号设备名称称型号额定功率率（KWW）额定电压压（V）额定电流流（A）启动电流流（A）台数1乳化液泵泵7.56608.25549.5512耙 矸 机P-3001566016.559913喷 浆 机Pz-555.566063615调度绞车车JD-111.4411.4466012.5575.2236 调度

20、绞车车JD-44040660 4426427局 扇FBD22*1551566016.55992采用动力力和局专专分开供供电方式式动力电电源由一一采区配配电点提提供，电电源电压压6600v，供供电总负负荷P总=1442.22KW。 局扇电电源由一一采区配配电点提提供，供供电系统统必须实实行“三专两两闭锁”，且监监控用电电必须搭搭接在局局扇专用用线路上上。3、供电电设计：1）按供供电负荷荷选择电电缆截面面，按最最远端两两项短路路电流检检验灵敏敏度（1）动动力：负负荷总功功率:PP1442.22KW负荷电流流Ig（PKx）/（UCCOS）（1142.20.66）/（0.660.65）115A Kxx

21、负荷系系数查表表计算取取0.66；COOS功率因因数，掘掘进工作作面取00.655Kx、 COOS均取自自煤矿矿电工手手册根据Igg1115A选选择MYY-395125橡橡套电缆缆作动力力干线,额定电电流2660A1155A满足足要求。 （2）局局专：负负荷功率率P115KWW*2，负负荷电流流Ig1.11P*22333A选用MYY-335116橡橡套电缆缆，其额额定允许许电流1136AA333A，满满足要求求。2）保护护整定计计算及灵灵敏度校校验1.动力力回路1）动力力IzIQ+Ie=2644+（7.5+5.55+400+111.4+15+11.4+111.44）*11.1=3766A， 取

22、Iz=4000A，Izz1负荷荷与IZZ相同整整定3880A。Iz取4000A，选选KBZZ-4000开关关，Izz1取3800A，选选KBZZ-2000开关关。2校验（1）动动力回路路馈电：I(2)d1短路路电流计计算： LM=（4443+3378+1155+6778+666）0.553+（22+2）1.36=904m 查表I(2)d1=816AId322)/IIZ =8166/4000=22.0441.5满足足要求（3）局局专：IIzIQ+Ie=99+16.5=1116AA 取IZ=2000AId短路路电流计计算 LLM=90001.336=112244m查表I(2)dd=5992A I(

23、22)d/ IIz=5592/2000=2.911.5满满足要求求。备用局专专的整定定及校验验同上。十、运输输系统运输设备备包括：一采区区1#瓦瓦斯抽采采巷内111.44kw绞绞车一部部，400kw绞绞车一部部；一采采区2#瓦斯抽抽采巷内内11.4kww绞车22部，440kww绞车一一部，耙耙矸机一一部。出货时，采用耙矸机装岩配合车皮出货，再通过绞车、电机车将车皮运至地面。出矸路线线：迎头头一采区22#瓦斯斯抽采巷巷反井钻场场一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷一采区区瓦斯抽抽采巷11#联巷巷一采区区1#瓦瓦斯抽采采巷9122风巷联联络巷东翼轨轨道大巷巷中央轨轨道石门门副井地面。进料路线线：地面面副井井

24、底车车场中央轨轨道石门门东翼轨轨道大巷巷9122风巷联联络巷一采区区1#瓦瓦斯抽采采巷一采区区瓦斯抽抽采巷11#联巷巷一采22#瓦斯斯抽采巷巷一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷反井井钻场迎头。运输系统统示意图图（附图图11）、设备备布置示示意图（附附图122）十一、安安全监控控系统及及人员定定位管理理系统（一）通通风监测测仪表及及其安装装1、监测测仪表的的数量和和型号甲烷传感感器型号号：KGG90001C/KG997011A 数量：2台馈电断电电器型号号: KKDG33K 数量量：1台台分站型号号：KJJ90-F166（A） 数量：1台温度传感感器型号号： GGW500 数量：1台人员定位位分站： K

25、KJ733-F 数量量：1台台目标识别别器： KJFF2022 数数量：11台粉尘传感感器： GCGG10000A 数数量：11台风速传感感器： KGFF15 数数量：11台风向传感感器： KGFF15 数数量：11台开停传感感器： GGT-LL（A） 数数量：22台2、安装装位置T1距掘掘进工作作面迎头头不大于于5m； WD、TT2、FFS距掘掘进工作作面回风风巷口110115m； 风筒状态态传感器器距迎头头不大于于1000m ；局扇开停停传感器器安装在在主、备备局扇负负荷侧的的电缆上上，S安装在在掘进工工作面巷巷道内；风向传感感器位于于进风巷巷进风分分风口处处；粉尘传感感器位于于风巷第第一

26、道风风流净化化水幕前前，距离离巷道底底板高度度1.552mm。S安装在在巷道内内。2、工作作面传感感器设置置T1报警浓浓度1.00%，断电电浓度1.55%，复电电浓度1.00%；T2报警浓浓度0.88%，断电电浓度0.88%，复电电浓度0.88%；W报警警温度30；FC报报警浓度度10mmg/mm；FS报报警值4m/s或0.115m/s；风向传感感器在风风流发生生逆转时时发出声声、光报报警。粉尘传感感器在超超限时发发出声光光报警。3、监测测仪表的的使用要要求甲烷传感感器设置置：T1 报警浓浓度：1.00% 断电浓浓度：1.55% 复复电浓度度：11.0%T2报警警浓度：0.88% 断电浓浓度：

27、0.88% 复复电浓度度：00.8% 断电范围围：T1、TT2本掘进进巷道及及其回风风巷道内内所有非非本质安安全型电电气设备备；其他报警警范围：温度传感感器报警警：30（二）安安全监控控管理1、安全全监控设设备之间间必须使使用专用用阻燃电电缆连接接，严禁禁与调度度电话电电线和动动力电缆缆等共用用。安全全监控设设备的供供电电源源必须取取自被控控开关的的电源侧侧，严禁禁接在被被控开关关的负荷荷侧。2、与安安全监控控设备关关联的电电气设备备、电源源线和控控制线在在改线或或拆除时时，必须须与安全全监控管管理部门门共同处处理。检检修与安安全监控控设备关关联的电电气设备备，需要要监控设设备停止止运行时时，

28、必须须经矿长长或矿总总工程师师同意，并并制定安安全措施施后方可可进行。安安装断电电控制时时，必须须根据断断电范围围的要求求，提供供断电条条件，并并接通井井下电源源及控制制线。断断电控制制器与被被控开关关之间必必须正确确接线，具具体方法法由矿总总工程师师审定。3、井下下分站应应设置在在支护良良好、无无滴水、无无杂物的的进风巷巷道或硐硐室中，以以便于人人员观察察、调试试、检验验，安设设时应垫垫支架，或或吊挂在在巷道中中，使其其距巷道道底板不不小于3300mmm。并并挂牌管管理。4、监控控电缆必必须悬挂挂在水管管和风管管的另一一侧，如如与风水水管在同同一侧敷敷设时，必必须在风风水管路路的上方方，间距

29、距不得小小于3000mmm。在巷巷道中，监监测电缆缆与动力力电缆必必须分帮帮悬挂，如如在同一一帮，监监测电缆缆必须在在动力电电缆的上上方，间间距不得得小于1100mmm，电电缆的连连接严禁禁有失爆爆、鸡爪爪子、羊羊尾巴等等现象。5、井下下使用的的分站、传传感器、声声光报警警器、断断电控制制器及电电缆等由由所在区区域的区区队长、班班组长负负责使用用和管理理。6、甲烷烷传感器器每月110天必必须使用用标准气气样和空空气样调调校1次次，同时时对甲烷烷超限断断电功能能进行测测试。7、监测测工必须须每天检检查安全全监控设设备及电电缆是否否正常，使使用便携携仪甲烷烷检测报报警仪或或便携式式光学甲甲烷检测测

30、仪与甲甲烷传感感器进行行对照，并并将记录录和检查查结果报报监控值值班人员员。8、瓦检检员每班班进入工工作地点点，必须须对工作作区域内内探头及及监控线线路进行行完好确确认后方方准迎头头施工；每次放放炮前由由瓦检员员监督施施工单位位班队长长将T11探头及及监控线线路挪至至安全地地点，且且炮后及及时挂好好；工作作面施工工过程中中必须加加强监控控线路的的保护，严严禁随意意破坏。9、监控控值班人人员接到到报警、断断电信息息后，应应立即向向矿值班班领导汇汇报，矿矿值班领领导按规规定指挥挥现场人人员停止止工作，并并断电撤撤出人员员。处理理过程应应记录备备案。当当系统显显示井下下某一区区域瓦斯斯超限并并有可能

31、能波及其其他区域域时，矿矿井有关关人员应应按瓦斯斯事故应应急预案案手动遥遥控切断断瓦斯可可能波及及区域的的电源。10、甲甲烷传感感器必须须按规定定安装、设设置、使使用及调调试。（1）甲甲烷传感感器应垂垂直悬挂挂，距巷巷道顶板板(顶梁梁)不得得大于3300mmm，距距巷道侧侧壁(墙墙壁)不不得小于于2000mm，并并应保证证安装维维护方便便，不影影响行人人和行车车。并挂挂牌管理理。（2）甲甲烷传感感器在爆爆破前应应挪移到到安全位位置，爆爆破后及及时恢复复到正确确位置。对对需要经经常移动动的传感感器、声声光报警警器、断断电控制制器及电电缆等，由由班队长长负责按按规定移移动，严严禁擅自自停用。（3）

32、传传感器经经过调校校检测误误差仍超超过规定定值时，必必须立即即更换；安全监监控设备备发生故故障时，必必须及时时处理；在更换换和故障障处理期期间必须须采用人人工监测测等安全全措施，并并填写故故障记录录。（4）低低浓度甲甲烷传感感器经大大于4%的甲烷烷冲击后后，应及及时进行调调校或更更换。11、监监测系统统要求：必须由由现场设设备完成成对甲烷烷浓度超超限（声声光报警警和断电电/复电电控制）功功能。（1）甲甲烷浓度度达到或或超过报报警浓度度时，声声光报警警；（2）甲甲烷浓度度达到或或超过断断电浓度度时，切切断被控控设备电电源并闭闭锁；甲甲烷浓度度低于复复电浓度度时，自自动解锁锁；（3）与与闭锁控控制

33、有关关的设备备(含甲甲烷传感感器、分分站、电电源、断断电控制制器、电电缆、接接线盒等等)未投投入正常常运行或或故障时时，切断断该设备备所监控控区域的的全部非非本质安安全型电电气设备备的电源源并闭锁锁；当与与闭锁控控制有关关的设备备工作正正常并稳稳定运行行后，自自动解锁锁。12、系系统必须须由现场场设备完完成甲烷烷风电闭闭锁功能能：（1）掘掘进工作作面甲烷烷浓度达达到或超超过1.0%时时，声光光报警；掘进工工作面甲甲烷浓度度达到或或超过11.5%时，切切断掘进进巷道内内全部非非本质安安全型电电气设备备的电源源并闭锁锁；当掘掘进工作作面甲烷烷浓度低低于1.0%时时，自动动解锁；（2）掘掘进工作作面

34、回风风流中甲甲烷浓度度达到或或超过00.8%时，声声光报警警、切断断掘进巷巷道内全全部非本本质安全全型电气气设备的的电源并并闭锁；当掘进进工作面面回风流流中的甲甲烷浓度度低于00.8%时，自自动解锁锁；（3）局局部通风风机停止止运转或或风筒风风量低于于规定值值时，声声光报警警、切断断供风区区域的全全部非本本质安全全型电气气设备的的电源并并闭锁；当局部部通风机机或风筒筒恢复正正常工作作时，自自动解锁锁；（4）与与闭锁控控制有关关的设备备(含分分站、甲甲烷传感感器、设设备开停停传感器器、电源源、断电电控制器器、电缆缆、接线线盒等)故障或或断电时时，声光光报警同同时切断断该设备备所监控控区域的的全部

35、非非本质安安全型电电气设备备的电源源并闭锁锁；与闭闭锁控制制有关的的设备接接通电源源1miin内，继继续闭锁锁该设备备所监控控区域的的全部非非本质安安全型电电气设备备的电源源；当与与闭锁控控制有关关的设备备工作正正常并稳稳定运行行后，自自动解锁锁。严禁禁对局部部通风机机进行故故障闭锁锁控制。13、人人员定位位管理（1）人人员定位位设备之之间必须须使用专专用阻燃燃电缆连连接，严严禁与调调度电话话电线和和动力电电缆等共共用。人人员定位位设备的的供电电电源必须须取自被被控开关关的电源源侧，严严禁接在在被控开开关的负负荷侧。（2）采采掘巷道道出入口口处应设设置读卡卡器（安安装地点点应满足足识别器器与识

36、别别卡有效效距离要要求），并并能检测测携卡人人员出入入方向的的要求。（3）所所有下井井人员必必须携带带识别卡卡，严禁禁一人携携带多卡卡入井。（4）携携带识别别卡下井井人员通通过井口口专用检检卡设备备时要检检查识别别卡是否否正常，如如发现电电量不足足，卡号号错误，信信息不全全时及时时与系统统维护人人员联系系，并能能在换卡卡的同时时进行信信息关联联。（5）井井下工作作人员严严禁随意意拆卸识识别卡，若若有问题题，及时时与系统统维护部部门联系系更换识识别卡。（6）分分站和读读卡器严严禁随意意移动、搬搬迁、影影响巷道道施工时时，必须须经系统统维护部部门同意意，并得得到调度度室同意意后方可可作业。（三）安

37、安全监测测系统图图安全监测测及人员员定位管管理系统统布置图图、安全全监控断断电控制制图（附图图14、115）十二、综综合防尘尘系统防尘水源源路线：地面水水泵房副井供供水管路路中央轨轨道石门门供水管管路东翼轨轨道大巷巷供水管管路9122风巷联联络巷供供水管路路一采区区1#瓦瓦斯抽采采巷供水水管路一采区区瓦斯抽抽采巷11#联巷巷供水管管路一采22#瓦斯斯抽采巷巷供水管管路迎头。具具体防尘尘措施如如下（附附图177）：1、巷道道内2寸寸进水管管路兼作作防尘管管路；2、巷道道防尘管管路每隔隔50mm设一“三通”；3、迎头头50mm范围内内设置净净化水幕幕，岩巷巷设置三三道，并并能封闭闭巷道全全断面，爆

38、爆破前开开启喷雾雾；4、各转转载点要要喷雾洒洒水，井井下接尘尘人员必必须佩带带个体防防护用具具；5、做好好岩尘管管理与监监测，防防止粉尘尘堆积；6、掘进进工作面面30mm范围内内每小班班冲洗一一次，330m以以外的巷巷道每圆圆班冲洗洗一次。放放炮地点点及前后后20mm范围内内必须冲冲洗煤帮帮；7、距迎迎头2000m内内至少设设置两道道捕尘网网，确保保捕尘网网构筑牢牢固，网网门自关关，且网网格完好好无漏洞洞，底部部有输水水地坪，每每小班对对捕尘网网冲刷一一次，生生产作业业时，捕捕尘网喷喷雾必须须开启；捕尘网网需要编编码标示示，各捕捕尘网需需要悬挂挂管理牌牌板，指指定责任任人；8、工作作面必须须采

39、用湿湿式打眼眼，做到到无水不不开钻，停停水停钻钻并使用用水炮泥；9、对于于产生粉粉尘飞扬扬和煤尘尘大的地地点，根根据实际际情况随随时进行行冲洗。10、在在遇水膨膨胀的岩岩石中掘掘进不能能采用湿湿式打眼眼时，可可采用干干式打眼眼，干打打外喷。十三、避避灾路线线（附图图18）1、火灾灾、瓦斯斯及煤尘尘灾害避避灾路线线迎头一一采区22#瓦斯斯抽采巷巷反井钻场场一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷一采区区瓦斯抽抽采巷11#联巷巷一采区区1#瓦瓦斯抽采采巷9122风巷联联络巷东翼轨轨道大巷巷中央进风风石门副井地面。2、水灾灾避灾路路线迎头一一采区22#瓦斯斯抽采巷巷反井钻场场一采区区2#瓦瓦斯抽采采巷一采区区瓦斯

40、抽抽采巷22#联巷巷一采区区瓦斯抽抽采巷回回风联巷巷中央第第二回风风大巷南风井井地面。十四、安安全技术术措施（一）顶顶板管理理技术安安全措施施1、顶板板管理（1）严严格执行行敲帮问问顶及围围岩观测测制度，每每班开工工前、爆爆破后及及处理漏漏顶更换换巷道支支护前进进入工作作地点，首首先进行行敲帮问问顶，用用长度不不低于11.8mm的钢钎钎（专用用工具）找找掉危岩岩活矸。（2）敲敲帮问顶顶操作人人员应经经过实操操培训，并并考核合合格。（3）敲敲帮问顶顶人员要要站在支支护完好好的安全全地点，并并要保证证后路安安全畅通通。（4）敲敲帮问顶顶工作应应从支护护完好的的安全地地点开始始，从外外向里先先顶部后

41、后两帮依依次找尽尽，找顶顶地点不不准同时时进行其其它工作作。（5）敲敲帮问顶顶工作应应有两名名经验的的工人担担任，一一人操作作，一人人观察，观观察顶板板的人应应站在找找顶人员员的侧面面安全地地点，并并保持集集中注意意力，认认真观察察顶板情情况，发发现异常常情况，立立即撤人人至安全全地点。所所有人员员必须站站在永久久（正规规）支护护下面，严严禁进入入空顶区区域。（6）敲敲帮问顶顶时，若若帮顶敲敲击发生生“咚”的声音音时，就就立即找找下去，要要顺着裂裂隙层理理慢慢进进行，不不得硬刨刨。（7）每每次爆破破前后，靠靠近迎头头10mm范围的的支护必必须进行行二次紧紧固；对对爆破崩崩坏的支支护先进进行修复

42、复，修复复支护前前，必须须检查顶顶帮，并并由外向向里逐排排进行，修修复后方方可进入入工作地地点进行行作业。（8）掘掘进工作作面到永永久支护护间，必必须使用用临时支支护，爆爆破后要要及时使使用临时时支护，严严禁空顶顶作业。2、超前前支护（1）如如顶板破破碎时，必必须采用用长2.0m的的管缝锚锚杆进行行超前支支护，进进行短掘掘短支，每每循环进进尺不大大于7000mmm。（2）管管缝式锚锚杆的超超前控顶顶长度大大于每个个循环的的长度3300mmm以上上，使锚锚杆顶部部仍有一一部分固固定在前前方的岩岩体中，具具有一定定的锚固固力，同同时保证证锚杆的的尾部与与迎头网网片连接接牢固。（3）管管缝式锚锚杆紧

43、贴贴巷道轮轮廓，打打设在巷巷道顶梁梁至巷道道梁腿搭搭接处，锚锚杆间距距20003000mmm，锚杆杆后端外外露长度度10002000mmm。打好好后及时时安装锚锚杆，安安装锚杆杆均力推推入，以以免把锚锚杆折弯弯，半途途而废。3、临时时支护（1）在在架设临临时支护护前，将将帮顶的的危岩活活矸找净净；架临临时支护护时，三三人站在在安全地地点配合合作业，一一人扶好好点柱，一一人持注注液枪注注液，另另外一人人观察顶顶板，发发现异常常及时处处理。（2）回回收临时时支护时时，一人人扶好点点柱扳动动三心阀阀芯（严严禁对着着人）排排液，一一人托好好柱帽，一一人负责责观察顶顶板；掘掘进工作作面必须须配备33副单

44、体体，其中中2副正常常使用，11副作为为备用。（3）临临时支护护所用的的支柱、柱柱帽在耙耙矸机后后方安全全地点靠靠帮放置置。4、防片片帮管理理（附图图19）（1）防防片帮网网使用要要求：1）采用用管缝锚锚杆或倒倒楔式专专用锚杆杆配合网网片对迎迎头断面面进行封封闭；2）该巷巷道施工工期间迎迎头断面面底板11.5mm向上全全部封闭闭；（2）管管缝锚杆杆防片帮帮支护要要求：1）安装装时，严严禁带手手套操作作，人员员必须站站稳，必必须确保保顶板与与两帮围围岩稳定定、安全全；2）施工工时必须须安排专专人观察察顶板、危危矸找净净后方可可作业；3）打管管缝锚杆杆孔：管管缝锚杆杆与岩面面角度不不小于775，打眼眼顺序应应按从上上到下，先先打上部部一排管管缝锚杆杆，安装装好后，再打下部的眼，孔深度必须与管缝锚杆长度相匹配，允许误差050mm，打眼时必须在钎子上做好标志，严格按管缝锚杆长度打孔，不符合设计要求时必须先进行处理；4）安装装迎头断断面管缝缝锚杆：安装前前，必须须将先将将眼孔内内的积水水、岩粉粉用压风风吹扫干干净。吹吹扫时