回风巷掘进规程.doc

《回风巷掘进规程.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《回风巷掘进规程.doc（52页珍藏版）》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、1 编制依据和基本概况1.1 编制依据本规程编制依据煤矿安全规程、新疆托里县铁厂沟煤矿东一号井生产地质报告、904工作面设计、904工作面地质说明书及相关资料。1.2 工程概况904回风巷掘进工作面为煤巷掘进，设计走向长885m，锚网梁支护（904回风斜巷采用架棚支护），巷道中宽2.8m，中高2.2m、下帮高1.4m，上帮高3m，巷道断面形状为另形巷道，断面积6.16m。1.3 巷道用途该巷道为904回采工作面的回风巷，用途：回风、运料、行人、管线铺设。1.4 巷道设计长度和服务年限设计走向长度：回风巷860m，回风斜巷24.5m，总工程量885m。服务年限：1年。1.5 预计开竣工时间本掘进

2、工作面自2011年2月开工，预计2012年6月底完工。2 地质说明书904回风巷地质说明书依据东一号煤矿地质说明书及904工作面设计图编制。2.1 地面相对位置及邻近采区开采情况：水平名称+573m水平巷道名称904回风巷地面标高+697-+709m井下标高+573m+580m地面的相对位置该工作面相应的地面位置为煤场及工业广场以东875m，地面为冲积戈壁平原，地面平缓。井下位置及相邻关系该巷道布置在+573mB9煤层东翼的实体煤层中，巷道东临采区边界煤柱；西部为矿井+585m东运输石门。下部距B8煤层间距垂直间距为59.5m。掘进走向长度890m2.2 岩层赋存特征及地质构造地质结构1、该煤

3、层地质结构简单，东西走向、倾向北、倾角为28，厚度1.85-2.98m，平均厚度2.42m，含16层0.000.13m厚高炭泥岩、含炭泥岩的夹矸；2、煤层顶板以泥岩为主，局部为中砂岩，煤层底板以含炭泥岩为主，局部为高炭泥岩，因而顶、底板岩性强度低，抗压强度低，稳定性较差；2.3 水文地质基本情况1、该工作面顶部为第四系洪冲击透水不含水层，由中更新统的透水不含洪冲积砂、砾、卵石组成，此段厚度变化范围2.56.94m之间，该层分布位置较高，虽透水性好，不具备储水条件，为透水不含水层。2、部分巷道为中侏罗纪西山窑组孔隙裂隙弱含水层，以泥岩为主，夹有砂岩及煤层组成，累计厚度45181m，平均115.6

4、0m，砂岩最大单层厚度8.59m，水位埋深一般在6.2516.08m，水位标高+685.22m+680.91m。2.4 影响因素及建议1、因该巷道掘进上部为902老空区，有涌水现象，为了防止在今后掘进时出现老空水，在施工该巷道前必须有完善的排水系统。2、该煤层顶板以泥岩为主，由于岩石承受力低，且岩石倾角大，应加强顶板管理。3、该地区水文地质较复杂，如遇淋水有变化时，必须查清原因，确认没有安全隐患时才能向前掘进施工。4、该煤层为易自燃煤层，煤尘具有爆炸性，建议爆破使用水炮泥，爆破后及时洒水降尘。5、该巷道严格按测量组所给腰线施工。904巷道布置示意图3支护说明书3.1巷道施工要求： 表3-1巷道

5、名称工程量（m）施工要求904回风巷885m沿走向按腰线线跟顶板施工3.2巷道支护断面及规格：根据设计和我矿现有支护材料，904回风巷涉及到904回风斜巷大断面掘进，长度为24.5m，采用梯形断面架棚支护。904回风斜巷断面及规格表 表3-2巷道名称断面巷道上宽m巷道下宽m巷道（中高）支护方式毛净毛净毛净毛净904回风巷大断面10.669243.12.843.72.42.2钢支架梯形棚支护904回风斜巷巷道示意图 图3-1904回风斜巷巷道断面支护示意图 图3-23.3 回风斜巷断面巷道支护3.3.1 回风斜巷断面支护材料的选用和要求1、采用扶梯形架棚支护，顶部铺金属网。帮、顶采用水泥背板背实

6、、背牢。棚与棚之间分别在棚梁两肩窝和梁头各四分之一处打设4根撑棍，撑棍直径不得小于0.05m 。2、梯形支架材料为矿用11#工字钢，其中横梁长：3.1m，两端发头各长：0.15m，棚腿长：2.4m。3、金属网规格3.21.2m，网格0.080.08m（菱形网）4、扶棚间距：1m。5、必须按规程规定对迎头向后10m范围内的架棚，使用矿自制紧固器进行加固。要求10m加固必须上线，拉紧。3.3.3 支护说明扶梯形棚支护，帮、顶采用水泥背板，要求背实、背牢，顶部7块，间距0.2m、两帮各5块。顶部铺金属网，棚与棚之间设撑棍四根，并用紧固器拉紧。3.3.4 质量要求1、梯形架棚必须扶正、扶平、扶直，严禁

7、架棚调斜、打挂、前倾后仰。2、架棚帮、顶必须背实、背牢、木楔接顶打足劲，严禁空帮、空顶。3、顶网必须铺平、拉紧，网与网压茬不得小于0.1m，顶网之间每钩都要扭结连好。4、棚腿必须栽至硬底，如遇底板为软岩时棚腿必须穿铁鞋或木鞋。5、横梁与棚腿咬合处必须严实合缝，严禁喝风。6、架棚背顶、帮用水泥背板插花背上线。3.4 运输巷断面根据设计，904回风巷掘进860m，采用另形巷道锚网、梁、锁联合支护的形式掘进。巷道特征见表3-3。904回风巷巷道断面特征表 表3-3巷道名称断面巷宽m巷道（两帮高）m巷道（中高）支护方式净净上帮下帮净904回风巷6.162.831.42.2锚网梁904回风巷巷道断面支护

8、示意图 图3-23.4.1 支护方法永久支护采用锚、网、梁、锚索联合支护,锚杆采用端头锚固。另外，巷道必须在材料场备有不少于10架规格配套的备用定型支架。3.4.1.1锚、网、梁的支护方法1、锚杆长度计算：L=KHL1L2L=20.7+0.4+0.1L=1.9式中 L锚杆长度， m K安全系数，一般取2： H冒落拱高， m L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验0.4m:L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1 m。其中 H=B2f H=2.8（22） H=0.7式中 B巷道开掘宽度，取2.8m F岩石坚固系数，经验取2。2、锚杆间排距计算： a=Q（KH） a=60（20.726.6） a=

9、1.6 m式中 a锚杆间距，m Q锚杆设计锚固力，查徐矿顶板管理细则取60KN/根 H冒落拱高度，取0.7 m被悬吊岩石的重力密度，查地质资料取26.6KN/ m3K安全系数，一般取2根据以上计算，锚杆选型的长度应大于1.9m，锚杆布置的间距不大于1.6m。3、支护形式及要求：巷道净宽2.8m ；巷道净高（中高）2.2m。结合经验值，该巷道锚杆布置方式：顶板斜长为3m，顶部布置4排锚杆铺设金属网上钢筋粱，顶板采用182000mm的左旋无纵肋螺纹钢等强锚杆，锚杆间距0.8m，排距0.8m。托盘应紧贴钢带、网，锚杆托板处及周围50mm范围内的浮煤矸必须找掉、找平、找实。锚杆外露长度0.02m至0.

10、04m。巷道上帮采用16mm，L=1800mm普通圆钢锚杆，锚杆排距1000，间距800。支护要求：顶部永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，距离迎头的最大控顶距离不得超过1个循环进尺（1.6m）加300mm的距离。每个循环支护工作完成后，紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大控顶距离不得大于1/2个锚杆排距，不得小于200mm；巷道顶板最外侧锚杆距帮不大于300mm，不得小于200mm；上帮最上端锚杆距顶不大于300mm，不小于200mm；4、金属网采用压茬联接方式，压茬宽度应保持在100200mm范围内，并用铁丝双排扣连接，且将网拉紧压实，用锚杆托盘压网，紧贴巷道围岩表面。联网材料应采

11、用不低于14#的双股铁丝联接，联接点间距不大于200mm。5、支护材料的选择：锚杆类型：采用直径18mm，长2000mm 的等强螺纹钢锚杆。金属托盘：规格为120mm120mm8mm。锚杆螺母外接圆直径不得小于40mm。木质托盘：长宽厚=30020050mm。钢筋梁：采用直径14mm的圆钢加工而成，钢筋粱长宽=30.1m。金属菱形网：规格为12铁丝编制菱形金属网，宽度1.0m、长度4.6m、网孔0.80.8m。锚固剂类型：选用ck2350型和zk2335型的树脂锚固剂。预计巷道会有淋水，所以选择树脂锚固剂型号为ck2350和Zk2335型，如果巷道无淋水，则可改用快速或中速速树脂锚固剂。每根顶

12、板锚杆使用1根2350型锚固剂锚固，每根帮锚杆使用1根2335型锚固剂锚固（过期或失效的不准使用）。6、 锚杆质量检验：顶部的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆的初锚力不小于60kN，扭矩力为120 Nm扭矩150 Nm；二次紧固后为200 Nm扭矩250 Nm；上帮圆钢锚杆初锚力不小于40kN，初锚扭矩力为100 Nm扭矩150 Nm；二次紧固后扭矩力150 Nm扭矩200 Nm。顶板锚杆抗拔力试验一般不采用破坏性试验，但不得小于锚杆理论极限载荷的50%（一般对左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆而言，18mm锚杆试验抗拔力不小于60kN。 锚杆抗拔力试验，巷道每掘进3050m，或锚杆在300根以下，取样不少于1

13、组；300根以上，每增加1300根，相应多取样1组；设计或材料变更，应另取1组，每组不少于3根。同时，抽查一组锚索，每组不少于2根。遇顶板淋水、帮部渗水较大巷道实施锚杆支护时，应及时在该区域进行锚杆抗拔试验，以确定锚固剂对该区域的适应性，并根据试验情况及时采取针对性措施。3.4.1.2锚索的支护方法904回风巷锚索选用15.24mm的钢绞线加工，锚索设计长度为5m，沿巷道中线布置1排，间距为5m一个。遇大断面、三角门要增加锚索加强支护强度。锚索锚固力不小于240KN，预紧力不得小于100kN，不大于120kN。锚索支护要求规定：1、必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。2、锚索孔深度误差1000mm

14、。3、锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度误差不超过5。4、锚索间排距误差不超过150mm。5、钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于150mm，不得大于250mm，距巷道底板小于1.8m时应加防护套。6、锚固外端至锁具的钢绞线自由段长度不小于3m。7、锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。8、采用树脂锚固锚索，其锚固位置不得选择在含水层中。9、锚索必须滞后迎头4/5个排距布置，但距迎头最大距离不得超过2个锚索的排距。3.4.2矿压观测：1、矿压参数：顶底板移径量和巷道两帮移径量。2、矿压观测对象：回风巷道每100米处进行观测。3、矿压观测方法及内容：每间隔

15、10天由专人对已安装的LBY-2型顶板离层仪进行观测，记录巷道顶板离层变化。4、支护监测要求：（1）施工自锚杆支护开始安装LBY-2型顶板离层仪，并每间隔100m增加一台；（2）用28mm的钻头在顶板上打眼，眼的深度浅基点为1.8m，深基点为4.5m。（3）用端部带槽的安装杆分别将浅基点、深基点的上部锚固器推至眼底，轻拉一下细钢丝绳，确认锚固器已锚住。（4）将套管组件插入钻孔空中，同时将细钢丝绳从刻度尺端向外拉，确保两个刻度尺指示环移动顺畅，不受任何卡阻，并确认套管组件已固定在钻孔中。（5）将刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。（6）记录下固定的浅基点、深基点

16、的数据，即为顶板离层仪的初始数据。（7）安装完成后，悬挂顶板离层仪管理牌板，每间隔10天由专人进行填写，要求内容齐全，文字清晰，每月将观测数据整理交生产科备查。（8）发现顶板离层达到临界值时，应立即向矿调度室汇报，由矿有关领导召集相关人员分析顶板离层原因，并采取相应的安全技术措施。3.4.3巷道支护工艺1、施工顺序：安全检查打眼放炮敲帮问顶临时支护出渣施工锚杆眼安装锚杆收尾整理工程质量。2、掘进落煤、出煤，掘进循环进尺1.6m。3、安装顶部锚杆敲帮问顶，用长把工具找掉危岩活矸，使用好安全点柱。将断面刷大至设计尺寸，严格看好中线，并按设计位置点好眼位，超前铺设金属网和钢带一条。顶部采用锚杆机打眼

17、。打眼顺序：应先施工紧靠有永久支护的一排锚杆眼，且一般以巷道中间向两帮依次施工为宜，一般不间隔施工。靠肩窝的两个锚杆可以同时打。施工顶板锚杆严格按照钢带眼孔位置，短打长套顶部，实行端头锚固。打眼时应轻打，当钻进300左右时方可逐步加速。钻孔够深后钻机要反复升落23次，以防孔内碎矸渣堵孔卡钻，影响锚固质量。用搅拌接头将钻机与锚杆螺杆连接起来，然后升起钻机，推进锚杆，当钻机升到锚固剂刚好接触眼底时，钻机边搅拌边推进，搅拌2530S，同时将锚杆送入眼底，钻机停机。0S后，取掉连接头、螺母；再上铁托盘快速压紧钢梁、网、顶板紧贴岩面，使锚杆具有较大的预紧力的套管进行二次紧固。4、安装帮部锚杆：按设计位置

18、打巷道帮锚杆孔。向锚杆孔装入1块Z2335快速树脂锚固剂，快速锚固段指向眼底，用组装好的锚杆慢慢将锚固剂推入眼底。用连接套将钻机与锚杆螺母连接起来，然后将锚杆推至锚固剂刚好接触眼底时，开动钻机边搅拌边推进，搅拌2030S，同时将锚杆送入眼底。30S后，取掉连接头、螺母；再上铁托盘快速压紧钢梁、网、紧贴岩面，使锚杆具有较大的预紧力的套管进行二次紧固。3、加强锚杆螺母的二次紧固，未紧贴煤面，必须用扭矩扳手或风动气扳机进行重新紧固。5、使用锚杆机注意事项：1、操作前，所有操作控制开关都应处在“关闭”位置2、严禁在钻机下衬垫木料。3、所有通水通气管路确保清洁，整齐不乱。4、操作者应远离钻机中心线，以防

19、钻杆折断发生意外。5、操作者应精心操作，以防卡钻、扭伤手臂等。6、严禁用手触摸旋转的钻杆。7、油雾器内充满足够润滑油，无油雾喷出时不得开钻。8、钻机收缩时，手不得按在气腿上，防止挤手。9、待装好的钻机出水时，方可启动操作。3.5支护作业机具型号：（1）顶板锚杆使用MQT120J型锚杆机各配套的钻杆等，一台相同型的锚杆机备用。（2）煤巷、半煤巷帮锚杆：选用煤电钻锚帮机，配合麻花钻杆，其直径21mm，长2000mm，钻头直径28mm。3.6支护施工顺序：采用分次爆破一次成巷的方式，即爆破完毕后即处理顶板和煤帮，要严格执行敲帮问顶制度，找掉时使用2.0m的长把工具进行操作，找掉人员要站在有支护的安全

20、地点，并要有专人监护顶板，将撅顶道窜至迎头，用备板备实，出矸后从有支护的地段依次向端头进行锚杆支护，打锚杆前要先打好3根安全点柱，安全点柱要打的牢固可靠，下端打在硬底上，严禁出现点柱虚设现象。对破碎地带要加补锚杆。爆破完毕后操作人员退后用长把工具处理顶帮活矸、危石，并进行敲帮问顶吊联顶网，将撅顶道窜至迎头，用备板备实出矸打好安全点柱打顶锚杆每打好一根，上钢带、托板紧固螺母用扭矩扳手检查扭矩力是否合格打齐顶锚杆后打帮锚杆。顶帮最大空锚距离为2.0m。3.7 临时支护1、临时支护撅顶道规格：撅顶道2根，使用两根长3m的轨道。背顶板4块，各长2.5m，宽0.3m，厚0.05m。吊环4个，为直径22m

21、m的钢筋制成。2、撅顶道的使用方法：4个吊环分别上在迎头锚杆上，前后两两成线。炮后及时找掉后，将2根撅顶道各穿过吊环挂在两吊环上，撅顶道必须紧顶迎头。然后将背板并排铺在2根撅顶道上。用木楔将吊环楔紧，将背板接顶。待撅顶道正确支设好后方可允许人员进入迎头工作。迎头临时支护支柱不少于3根，爆破后应及时对迎头未架设棚架部分和小于0.8m的空顶部分采取临时支护，支护前先找尽顶帮悬矸，人员操作时必须站在顶板支护可靠的顶板下操作，严禁在空顶下操作。4爆破说明书4.1钻眼机具选择SMZ121.5KW煤电钻2台，1.8m普通麻花钻杆，配28mm钻头。4.2爆破器材的选用1、MFB100/200型电容放炮器，脉

22、冲电压1700-1800V，外接电阻320，充电时间6S以上。2、由于供应的炸药有两种抗水煤矿硝铵炸药和乳化炸药，1-5段毫秒电雷管。3、封孔材料：黄泥、水炮泥。4.3装药结构及封泥装药结构采用正向装药，用粘土炮泥及水炮泥封孔，炮眼深度超过1m时，封眼长度0.5m。4.4爆破技术要求严格按爆破说明书进行打眼放炮，严禁不同种类的炸药混用。4.5炮眼布置4.5.1炮眼布置图：4.5.2爆破图表904回风巷硝铵炸药爆破图表炮眼名称眼号眼深角度装药量雷管装药结构封泥长度封泥材料联线方式起爆顺序水平度垂直度每眼合计种类段数每孔用量总用量管Kg管Kg掏槽眼1-51.8859050.75253.75毫秒雷管

23、115正向装药500水炮泥及粘土串联1底眼14 32-381.8908530.45243.63-4175003辅助眼6-131.8909030.45243.62125002周边眼15-311.8909020.45345.151145004合计388216.0538904回风巷硝铵炸药预期爆破序号名称单位数量1掘进断面m6.162炮眼深度m1.83炮眼个数个384每循环雷管消耗个385每循环炸药消耗Kg16.056炮眼利用率%89%7循环进度m1.68炸药消耗Kg/m10.039雷管消耗个/m245 劳动组织和循环作业图表5.1 工序安排准备洒水防尘打眼装药放炮洒水防尘找掉 临时支护出煤打锚杆挂

24、网支护。5.2 劳动组织配备 劳动组织配备表 表5-1序号工种出勤人数白班夜班1班长2112放炮、打眼、扒装工6333维护电工2115运输工8446瓦检员211合计2010105.3 循环进尺及作业方式1、循环进尺1.6m。2、循环作业方式:采用两班制，每班两个循环当班掘进，当班出煤，当班打锚杆。5.4 循环作业图表 循环作业图表 表5-26 主要技术经济指标表名称单位指标备注技术指标断面m6.16长度m860循环进尺m1.6日循环数个4日进尺m6.4月进尺m1702个班按30天90%计算支护形式锚网梁索支护作业方式两班制经济指标出勤人数人/班10掘进工效m/工0.32锚杆个/m顶4排锚索个/

25、m1/5炸药Kg/m11.6雷管发/m247 主要生产系统7.1 运输系统7.1.1 运料系统地面副井+585水平车场+585东运输石门904回风巷迎头。7.1.2 运煤系统904回风巷掘进工作面904回风巷904回风上山904运输巷+525东运输石门+525皮带上山+585煤仓上口主井（胶带）地面煤场7.2 供电系统7.4 通风系统7.4.1 通风风量计算1、按照瓦斯绝对涌出量计算Q掘=100q掘K掘=1000.121.8= 14.4m3/min式中: 100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1所换的常数；Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/ min。q掘掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，取0

26、.12m3/min。K掘掘进工作面二氧化碳涌出量不均匀备用风量系数，取1.8。2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量:Q掘=60V掘S掘maxK温=600.256.161.0=92.4m3/min式中：V掘 巷道内最低允许风速，0.25 m/ sS掘max 巷道内最大净断面积，6.16 m2K温 巷道内空气温度调整系数，取1.0（空气温度20）3、按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：每人供风量4m3/min：Q采4N =415=60（m3/min）Q采25A药=255.1=128（m3/min）式中：N掘进工作面同时工作的最多人数，15人。A药掘进工作面一次使用最大炸药量，5.1k

27、g。4、按风速进行验算最低风速：Q掘15S掘155.8888.2m3/min最高风速：Q掘240S掘2405.881141.2m3/min904回风巷掘进头需要风量为128 m3/min5、风机选型（1）局部通风机工作风量计算 Q扇 Q掘P m3/min 式中: Q扇-局部通风机工作风量，m3/min。 P=1/（1-nL接） n风筒接头数。L接一个接头漏风率，反压边连接时，L接0.002. P=1/（1-900.002） =1.22Q扇=Q掘P =1281.22=156m3/min取160m3/min（2）局部通风机工作风压计算 根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要

28、风量、风筒、风阻，计算掘进工作面局部通风机工作风压值： Hft=RpQ善Q掘 Pa式中：Rp压入式风筒的总风阻，N.S2/m8。 Hft压入式局部通风机全风压，Pa Rp=6.5L/（d5）+（njo +bei +in）【/（2S2）】 风筒摩擦阻力系数0.0045N.S2/m4 L风筒长度，900md风筒直径，0.5m空气密度，kg/m3 S风筒断面积，0.2n风筒接头个数90；jo-风筒接头局部阻力系数0.15。bei风筒拐角局部阻力系数1.25。in风筒入口局部阻力系数0.1。Rp=6.5L/（d5）+（njo +bei +in）【/（2S2）】=84.9+14.715=305N.S2/

29、m8。Hft=RpQ扇Q掘 Pa =305160/60128/60 =1734 Pa局部通风机选型：查表选择FBD6/211型局扇，风量350-150；风压为800-3700 Pa。6、局部通风机安装处巷道全风压供风量的计算： Q掘全=Q掘实+60V安S安 （m3/min） 式中：Q掘全局部通风机安装处巷道的全风压供风量m3/min； Q掘实安装在同一地点并联通风的各局部通风机实际工作风量之和，m3/min。 V安实局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的风速，0.25m/s。 S安局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的巷道断面，7.48 Q掘全=Q掘实+60V安S安 （m3

30、/min） =160+600.257.48 =272 m3/min局部通风机安装处巷道全风压供风量为272 m3/min7.4.3通风方式 采用压入式（柔性风带）通风方式 。7.4.5 通风路线新鲜风流路线： +585东运输石门902运输巷904回风巷迎头乏风路线：迎头904回风巷904回风斜巷+585东翼运输石门801回风上山+640石门风井地面。 904回风巷通风系统示意图 图7-37.5 供水施救系统地面净化水池（4寸管）主斜井（4寸管）+525车场（4寸管）中央石门（4寸管）+525东联络巷（4寸管）+525东翼运输石门（4寸管）904回风巷（2寸管）904回风巷（2寸管）迎头。地面水

31、池必须满足饮用水标准，日常用于防尘洒水和紧急供水施救时用。 供水施救系统示意图 图7-47.6 压风自救系统1、地面压风机房副井+525水平车场+525中央石门+525东运输石门904回风巷904回风巷迎头2、压风管路距运输巷迎头不大于20m，设置5个呼吸面罩。3、压风系统每一个月进行一次试运行，保证压风自救系统正常使用。 压风自救系统示意图 图7-57.7 人员定位系统 1、矿井采用的人员定位系统的型号为KJ236（A）定位系统。中心站设置在矿调度室，在904掘进工作面共安设读卡器2台（运输巷一台、回风巷一台），下井人员人手一台识别卡，满足904生产需要。 2、对各点读卡器定期检查、维护保养

32、，对工人使用的识别卡实行卡与矿灯固定配套使用，规范了识别卡的使用。 人员定位系统示意图 图7-67.8 监测监控 1、矿井采用煤科总院重庆分院生产的KJ90NA型安全监控系统。中心站设在矿调度室。 2、监控分站设在904工作面运输巷馈电开关的电源侧，掘进工作面安装2台甲烷传感器和1台温度传感器。在掘进工作面距迎头及回风流处安装低浓度甲烷传感器各一台，掘进工作面迎头低浓度甲烷传感器报警浓度为1.0，断电浓度为1.5，复电浓度1，掘进工作面回风流中低浓度甲烷传感器报警浓度为1.0，断电浓度为1.0，复电浓度1，传感器确保灵敏、可靠。低浓度甲烷传感器的断电范围为掘进工作面内全部非本质安全型电气设备。

33、低浓度甲烷传感器悬挂在距迎头6m处（风筒对帮）、回风流中低浓度甲烷传感器悬挂在掘进巷道距回风流与新鲜风流交汇处10m以外，且距顶板不大于200 mm，距帮不小于300 mm；每班干部必须携带便携式瓦斯检测仪。温度传感器报警值为26。监测监控系统示意图 图7-77.9 排水系统904回风巷排水依据现场实际情况而定。巷道尽可能以水沟自流为主，遇到巷道起伏，在巷道标高最低点设水仓，安装潜水泵，接排水管排出，具体排水路线：904回风巷+525东翼石门+525东翼联络巷+525中央石门水仓中央泵房副井地面。7.10通讯、照明、信号系统：掘进工作面与矿调度室、变电所、各固定岗位等地点通讯联系采用程控自动交

34、换机，安装程控防爆电话分机DDK-6型一部，掘进工作面迎头安装1部KTH-33防爆电话，随着掘进不断沿接到距迎头20m处。矿调度室设调度电话，矿内外、井上下通讯畅通。掘进工作面运输信号装置采用127V矿用防爆型组合声光往返电铃信号装置。照明采用BZZ-4型照明综合保护装置为电源，工作面迎头扒渣机前方安装一盏127v防爆探照灯，供扒渣照明。8 主要技术安全措施8.1 施工准备1、施工前，每名职工和管理人员必须认真学习本规程，经考试合格后方可上岗，未学习和考试不及格者，不得参加本规程范围内的施工。2、所有职工必须严格执行煤矿安全规程、工种操作规程和本作业规程中的所有规定。3、开工前，必须编制专门的

35、措施，加固好开窝点附近的支架，并保护好开窝处的电缆、设备及管线，明确放炮警戒位置，传达贯彻后方可施工。4、严格执行先检查后施工制度。要害工种须经专门培训、考试合格后方可持证上岗。5、开窝前安全设施必须完好，并调试能正常运行8.2 “一通三防”管理 8.2.1 通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3。3、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

36、开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。4、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；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开关附近10m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、局部通风机必须使用风电闭锁、瓦斯电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。6、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，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，方可人工开启局部通风机，恢复正常通

37、风。8.2.2 防尘管理1、掘进迎头及巷道，采用50mm金属管供水，20mm胶管定期冲洗巷道，转载、卸载点均使用喷雾洒水，放炮使用水泡泥和黄泥封孔，炮前炮后洒水降尘。2、开窝前必须把防尘管路接到开窝点，并确保水量和水压均符合规定要求。3、爆破前、后，要对爆破地点巷道周边进行洒水冲尘，在扒装过程中，如果煤、岩粉干燥，粉尘飞扬时，必须洒水灭尘。4、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。5、掘进工作面巷道安装防尘管路时，管路悬挂要平整，接头严密不漏水。6、掘进头各种综合防尘设施必须齐全、可靠并正常使用。7、掘进工作面作业人员要做好个人防护，进入工作地点戴好防尘口罩。8、坚持逢8防尘日进行除尘降尘的工作。8.

38、2.3 防灭火管理1、采用风钻或手持式风动钻具打眼，锚、网、梁喷浆支护，爆破喷雾除尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。2、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。3、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。4、巷道内出现的高冒地点必须妥善处理，并定期检查，发现异常情况及时汇报处理，防止发生煤炭自燃事故。8.2.4 瓦斯管理1、严格执行瓦斯检查制度，配备专职瓦检员每班检查不少于2次，检查地点，掘进工作面迎头、掘进工作面回风流，严禁空班漏检。2、严格执行“一炮三检”制度，发现问题及时处理。3、加强工作面的放炮管理，工作面所有炮眼必须使用水泡泥、黄泥

39、封孔填实。4、防止瓦斯积聚，严禁现场瓦斯超限作业。7、加强掘进头瓦斯管理，发现超限及时采取措施处理。8、加强对巷道、超高冒落带及支护地点的瓦斯检查工作。9、跟班区长，班组长，流动电钳工，放炮员必须携带便携式甲烷检测报警仪，并正确使用，仪器灵敏可靠，并按煤矿安全规程进行校验。10、瓦检员必须业务熟练，责任心强，其人员必须相对固定，持证上岗。严格执行“交接班制度”，交接班地点为掘进巷迎头处。11、掘进工作面风流中瓦斯浓度超过1或二氧化碳浓度超过1.5、其他气体浓度超过煤矿安全规程100条规定时，必须停止工作，撤出人员采取措施，进行处理。12、瓦检员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真记录

40、，填写检查地点的记录牌，瓦斯超限时有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点，严格执行瓦斯“三对口”制度。13、通风瓦斯日报必须送矿长审阅。14、加强电器设备的检查，校验，确保防爆性能良好，每次检查的结果，有记录可查8.2.5 监测监控1、使用矿井安全监控系统、瓦斯断电仪等设备,当瓦斯浓度超过规定而切断电气设备的电源后,严禁自动复电,只有瓦斯浓度降到煤矿安全规程规定以下时,方可人工复电.安全监控设备必须具有闭锁功能:当与闭锁有关的监控设备未投入运行或故障时,必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁;当与闭锁有关的监控设备工作正常并稳定运行后,自动解锁.2、安装KJ90N

41、A煤矿安全监控系统，中心站设在调度室，分站设在局部通风机进风侧，在掘进工作面与回风口1015米处各安装低浓度甲烷传感器1台，工作面低浓度甲烷传感器报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，复电浓度1%，回风侧低浓度甲烷传感器报警浓度为1%，断电浓度为1%，复电浓度1%，传感器确保灵敏、可靠。3、分站、传感器、声光报警器、电源等由所在单位的区长、班组长、负责保管和使用，如有损坏应及时向矿调度室汇报。对故意破坏、盗窃者要严肃处理。4、瓦斯检查员每班至少3次（接班后、班中、交班前）对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录，对安全监测监控装置及电缆的外观进行检查，并将记录和检查结果报调度室和监测值班员.安全监

42、测监控装置的工作和完好情况纳入现场交接班内容。5、安全监控发生故障时，先由瓦斯检查员汇报调度室和通风监测值班员，及时处理。6、掘进工作面放炮前、后挪移瓦斯传感器、电缆由瓦检员和班长负责，防止放炮崩坏传感器。并经常检查清扫，保持仪器正常运行。无论何种传感器在入井前均应按照说明书进行调校标定，通电运行24小时，准确无误后方可入井使用。7、瓦斯传感器应垂直吊挂距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷帮不小于200mm；风速、温度、开停等传感器应安装在能正确反映该点测值或设备状态且支护良好没有淋水的位置。 8、系统运行的传感器，必须按规定周期进行调校，每10天必须使用校准气样和空气样调校瓦斯传感器一次。有就地显示的传感器，显示值与输出信号对应值，必须保持一致。9、低浓度瓦斯传感器应经常擦拭，保持清洁。掘进工作面的瓦斯传感器应每天除尘，其他场