第一章 概 況
第一節 概 述
一、巷道名稱
所掘巷道名稱為北二采區1208-2運輸順槽。
二、巷道用途
北二采區1208-2運輸順槽用于北二采區1208-2綜采工作面運煤及行人等。
三、設計長度、坡度及服務年限
北二采區1208-2運輸順槽A點至B點段巷道設計長度為1345.5m，A點-A′點巷道設計長度100.8m，施工坡度沿12-1煤頂板掘進，A′點-B點段巷道設計長度1244.7m，施工坡度沿-9°進入12-2煤層后沿12-2煤底板破頂掘進。服務年限2年。
四、巷道施工順序
北二采區1208-2運輸順槽由A點拉門至A′點、B點的順序施工(見附圖1)。
五、本工作面2014年9月開工，預計2015年8月竣工。
六、北二采區1208-2運輸順槽平面圖、剖面圖(見附圖1、2)。
第二節 編寫依據
一、設計說明書及批準時間
設計說明書名稱為《北二采區1208-2綜采工作面巷道布置》，批準時間為2014年08月05日。
二、地質說明書及批準時間
地質說明書名稱為《北二采區1208-2綜采工作面掘進地質說明書》，批準時間為2014年08月 日。
三、礦壓觀測資料
根據已掘北二采區1208-1運輸順槽有關礦壓觀測資料，確定掘進地質構造段應力集中。
四、其他技術規定
根據《中華人民共和國安全生產行業標準》、《煤礦安全規程》、《防治煤與瓦斯突出規定》、《煤礦防治水規定》及礦有關技術要求。
第二章 地面相對位置及地質情況
第一節 地面相對位置及鄰近采區開采情況
1、北二采區1208-2運輸順槽相應的地表為：魚塘、稻田，標高+22.918～+23.625m，區域內的水體和建、構筑物對施工影響不大。
2、北二采區1208-2運輸順槽位于北二采區，北側為北三采區1206采空區，上部為1208-1采空區,下部為未動區，對巷道施工影響不大。
3、北二采區1208-2運輸順槽臨近為北二1208-1采空區、北三1206采空區，巷道部分地段在北二采區1208-1采空區內，掘進過程中應加強工作面出水征兆觀察、頂板管理、通風及瓦斯監測工作。
4、井上下關系對照表(見表1)
表1
水平、采區北二采區工程名稱北二采區1208-2運輸順槽
地表標高/m+22.918～+23.625井下標高/m-849.995～-979.443
地面的相對位置
建筑物、小井及其他魚塘、稻田。
井下相對位置對
掘進巷道的影響北二采區1208-2運輸順槽位于北二采區，北側為北三采區1206采空區，上部為1208-1采空區,下部為未動區，以上區域對掘進巷道影響不大。
臨近采掘情況對
掘進巷道的影響北二采區1208-2運輸順槽北側為北三采區1206采空區，上部為1208-1采空區，臨近采掘現狀對掘進巷道影響不大。
第二節 煤(巖)層賦存特征
1、煤巖層產狀: 261°～272°∠5°～10°。
2、煤層情況: 12-1煤平均厚1.60米;12-1煤與12-2煤間夾矸為泥巖，平均厚為1.02米;12-2煤平均厚1.70米。12-2煤頂板為黑色泥巖，平均厚1.02米，底板為細砂巖，平均厚1.15米。底板細砂巖下為13煤，平均厚2.35米。
3、堅固性系數：12-1煤、12-2煤f=0.26;泥巖 f=2.19～2.65;細砂巖f=4～6;粉砂巖f=2.6～4.5;中砂巖f=6.2。
4、根據遼工大編制的瓦斯地質圖及有關部門提供的實測瓦斯資料，分析預測北二采區1208-2掘進工作面瓦斯含量為1～4m³/t，掘進過程中應加強工作面的瓦斯管理。
5、根據煤層自燃傾向鑒定報告，12煤為Ⅱ類自燃煤層，自然發火期3-6個月，掘進過程中應加強防火管理，防止煤的自燃。
6、根據煤塵爆炸性鑒定報告，鑒定結論為12煤煤塵有爆炸性，掘進過程中應加強防塵管理。
7、地溫：35-41℃。
8、煤、巖層賦存特征(見表2)，煤層頂底板情況(見表3)，地層綜合柱狀圖(附圖3)。
煤(巖)層特征表 表2
指 標參 數備 注
煤層厚度(平均)/m1.612-1煤
煤層厚度(平均)/m1.712-2煤
煤層傾角(最小～最大/平均)/°4～10/7
煤層硬度f0.26
煤層層理(發育程度)發育
煤層節理(發育程度)發育
自燃發火期/d3-6
預計絕對瓦斯涌出量/(m³/min) 0.18
預計相對瓦斯涌出量/(m³/t)1-4
煤塵爆炸性有
地溫/℃ 35～41
自燃發火類型II類
煤層頂底板情況表 表3
頂底板名稱巖石類別硬度f厚度/m巖性
頂板直接頂泥巖2.19-2.651.02灰黑色。
底板直接底細砂巖4-61.15灰黑色，泥質，致密。
第三節 地質構造
1、根據相鄰巷道實際揭露資料推測，北二采區1208-2運輸順槽煤巖層節理、層理發育，掘進工作面總體構造形態為單斜構造，斷層及裂隙發育， 掘進過程中將遇落差大于1米的斷層1條，Fy4,產狀;134°∠26°，落差1.5m，掘進過程中可能見一些小構造，對掘進施工無影響。
2、斷層情況表：
編號斷層名稱性質走向傾角落差對工程的影響
1Fy4正斷層134°∠26°1.5m無影響
3、火成巖情況
北二采區1208-2運輸順槽掘進過程中將遇火成巖墻1條、火成巖床1處，巖性均為輝綠巖，對掘進施工有一定影響，影響前掘長度73.6m，巖床平均厚0.3m，火成巖床侵蝕層位為12煤。其中巖墻厚度大于1m的火成巖1條，βμ2產狀為;226°∠73°，寬：2.9m?；鸪蓭r具體位置、產狀見地質說明書。
第三節 水文地質
1、采空區積水
北二采區1208-2工作面北側為北二采區1206采空區，南側為北二1210-1采空區，該工作面在掘進過程中受北二1210-1采空區積水及北二1208-1采空區積水影響，其中北二采區1210-1采空區預計剩余水量23105m³，水頭高度14.9m，北二1208-1采空區積水預計剩余水量6670m³，水頭高度5.0m。
2、巷道所在地層為石炭系上統太原組。太原組裂隙承壓弱含水層，含水層平均厚22.72m，單位涌水量為0.00004～0.0006 h/sm，滲透系數為0.0004～0.00084 m/d。太原組上方為山西組地層，山西組裂隙承壓弱含水層,含水層厚度為35.51m～41.29m，單位涌水量為0.00334h/sm，滲透系數為0.00913 m/d。太原組下方為本溪組地層，本溪組裂隙承壓弱含水層,含水層平均厚39.81m，單位涌水量0.00064 h/sm，滲透系數0.00373 m/d。
3、綜上所述，該工作面水文地質條件中等，圍巖富水性弱，對該工作面前掘影響較小。根據相鄰巷道揭露情況，預計工作面最大涌水量不超過2m³/h。
第三章 巷道布置及支護說明
第一節 巷道布置
1、北二采區1208-2運輸順槽位于北二采區，水平標高-849.995～-979.443m，0-100.8m區域內巷道斷面形狀為矩形，寬度4.6m，高度2.8m，沿12-1煤頂板掘進， 100.8-1345.5m區域內巷道斷面形狀為三心拱型，寬度5.333m，高度3.248m，沿-9°進入12-2煤層后沿12-2煤底板破頂掘進，巷道開拉門位置位于北二下采膠帶巷，方位角為270°。
2、巷道斷面圖(見圖1)
3、巷道開拉門施工
(1)巷道拉門施工前必須做好準備工作(通風系統、防塵噴霧系統、風水管路、機電設備、瓦斯監測系統)，具備施工條件，經礦職能部門驗收后，方準開工。
(2)拉門口3.0m范圍內頂板補打錨索加強巷道支護(見圖2)。
4、巷道施工順序
巷道施工由A點拉門沿12-1煤頂板掘進，掘至A′點沿-9°進入12-2煤層后沿12-2煤底板破頂掘進掘至B點的順序施工。
第二節 礦壓觀測
1、觀測對象：北二采區1208-2運輸順槽。
2、觀測內容：巷道頂板離層量，錨桿的錨固力。
3、觀測方法：巷道拉門口10m內設一組頂板離層觀測點，此后每前掘50m設一組頂板離層觀測點，每掘進18m分別對幫、頂錨桿錨固力進行1組測試，每組3根，兩幫各1根，頂板1根，進入1208-1采空區后取消觀測，采用架U型鋼棚做永久支護。
4、數據處理：頂錨桿錨固力≥70KN(17.5Mpa)。幫錨桿錨固力≥30KN(7.5Mpa)。
北二采區1208-2運輸順槽巷道斷面圖(單位mm) 圖1
比例 1：60
巷道斷面特征表
斷面編號斷面積錨桿參數錨索參數
(m²)長度直徑錨深長度直徑錨深
凈掘mmmmmmmmmmmm
A-A′12.912.92200202150650021.76250
A′-B14.314.32200202150
北二采區1208-2運輸順槽拉門口大樣圖(單位mm) 圖2
第三節 支護設計
一、確定巷道支護形式
1、根據地層綜合柱狀圖資料分析，12-1#煤頂板為黑色泥巖，致密均一，貝殼狀斷口，含菱鐵礦結核，12#-2煤頂板為黑色泥巖，黑色,致密,貝殼狀斷口,質軟,易碎,賦存不穩定，上方為采空區冒落形成的再生頂，再生頂破碎易冒落。
2、根據"加固拱原理"和巷道所處的圍巖性質(四類圍巖)確定，預掘北二采區1208-2運輸順槽0-100.8m區域內巷道采用鋼帶、錨索、錨桿、金屬網聯合支護。100.8-1244.7m區域內巷道采用錨桿、金屬網、鋼帶、架U型鋼棚聯合支護(巷道支護平、斷面圖見圖1、3)。
二、0-100.8m區域內巷道支護計算原理
1、錨桿支護計算(計算原理按懸吊理論計算錨桿參數)
(1)錨桿長度計算：
錨桿長度：L≥L1+ L2+L3
式中：
L—錨桿理論長度(頂錨桿理論長度Lb，幫錨桿理論長度Lc)
L1—錨桿外露長度，取0.1m
L2—有效長度(頂錨桿取免壓拱高b,幫錨桿煤幫破碎深度c)
L3—錨入巖層內深度(頂錨桿取0.8m，幫錨桿取0.6m)
B—巷道掘進寬度
H—巷道掘進高度
f—頂板巖石普氏系數，取3
ω—圍巖的內摩擦角，取71.34°(查表得)
普氏免壓拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f
=[4.6/2+2.8×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.875m
煤幫破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=2.8×tan(45°-35.67°)=0.575m
北二采區1208-2運輸順槽巷道幫頂錨桿、錨索布置圖(單位mm) 圖3
比例 1：60
經計算得出：
頂錨桿理論長度Lb=0.1+0.875+0.8=1.775m
幫錨桿理論長度Lc=0.1+0.575+0.6=1.275m
校核：Ls取2.2m，頂Ls≥Lb，幫Ls≥Lc，所選錨桿長度滿足要求。
(2)錨桿間距、排距計算(設計時按間距×排距均為A²)：
計算公式：A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88
式中：
A=0.88×2=1.76m
A—錨桿間排距
Q—錨桿設計錨固力，取67.2KN/根
E—冒落拱高度，取參照H=B/2f
γ—被懸吊巖石的重力密度，取26.07 KN/m³
K—安全系數，一般取2
校核：施工時，As 最大取1.6m。所以As (3)錨桿直徑計算： 理論直徑計算公式：ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm 校核：實際直徑：фs=20mm，фs>ф1，所以錨桿直徑滿足要求。 (4)錨桿拉力(錨固力)計算： 理論應具備錨固力：Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN) 式中： Le=錨桿錨固長度,一般取0.9 R=2.5t/m³;容重 實際錨固力Qs經井下實測錨桿拉力大于30KN。 校核：因為Qs>Q1所以錨桿拉力(錨固力)滿足要求。 2、錨索支護計算 (1)錨索長度計算： 錨索長度計算公式：L=La+Lb+Lc+Ld 式中： L—錨索總長度，m La—錨索深入到較穩定巖層錨固長度(按照GBJ86-1985要求，錨索錨固長度計算公式La≥Kd1fa/4fc=La≥(2×21.7×1770)/(4×10)=1.92m) Lb—需要懸吊的不穩定巖層厚度，取2.5m Lc—上托盤及錨具的厚度，取0.15m Ld—需要外露的張拉長度，取0.25m k—安全系數，取2 d1—錨索鋼絞線直徑，取 21.7mm fa—鋼絞線抗拉強度，查得直徑為21.7mm鋼絞線抗拉強度為1770N/㎜² fc—錨索與錨固劑粘合強度，取10N/㎜² 經以上計算錨索長度L=La+Lb+Lc+Ld=1.92+2.5+0.15+0.25=4.82m 校核：Ls取6.5m，Ls>L，所選錨索長度滿足要求。 (2)錨索支護密度計算： 錨索支護密度計算公式：N=KγBLb/Q 式中： B—巷道掘進寬度 K—安全系數，取 2 γ—被懸吊巖石的重力密度，取26.07KN/m³ Lb—需要懸吊的不穩定巖層厚度，取2.5m Q—錨索的最低破斷力，取655KN 錨索支護密度N=KγBLb/Q=2×26.07×4.6×2.5/655=0.84根/m 校核：Ns=4.375根/m，Ns>N，所以錨索支護寬度滿足要求。 (3)錨索排距計算： 錨索排距計算公式：P=nQ/KγBLb 式中： n—每排錨索確定的平均根數，取3.5根 Q—每根錨索最低破斷載荷，取655KN γ—被懸吊巖石的重力密度,取26.07KN/ m3 B—巷道掘進寬度 K—安全系數，取 2 Lb—需要懸吊的不穩定巖層厚度，取2.5m 錨索排距P=nQ/KγBLb=2.5×655/(2×26.07×4.6×3.5)=2.14m 校核：Ps=1.6m，Ps
(4)錨索間距計算： 錨索間距計算公式：M=B/(n-1) 式中：n—每排錨索確定的平均根，取3.5根 B—巷道掘進寬度 錨索間距M=4.6/(3.5-1)=1.84m 校核：Ms=1.4m，Ms=M，所以錨索間距滿足要求。 (5)錨索預緊力根據所處圍巖性質及支護經驗確定≥180KN。 三、100.8-1345.5m區域內巷道支護計算原理 1、錨桿支護計算(計算原理按懸吊理論計算錨桿參數) (1)錨桿長度計算： 錨桿長度：L≥L1+ L2+L3 式中： L—錨桿理論長度(頂錨桿理論長度Lb，幫錨桿理論長度Lc) L1—錨桿外露長度，取0.1m L2—有效長度(頂錨桿取免壓拱高b,幫錨桿煤幫破碎深度c) L3—錨入巖層內深度(頂錨桿取0.8m，幫錨桿取0.6m) B—巷道掘進寬度 H—巷道掘進高度 f—頂板巖石普氏系數，取3 ω—圍巖的內摩擦角，取71.34°(查表得) 普氏免壓拱高b=[B/2+Htan(45°-ω/2) ]/f =[5.333/2+3.248×tan(45°-35.67°)]/2.5=0.895m 煤幫破碎深度c=H×tan(45°-ω/2)=3.248×tan(45°-35.67°)=0.585m 經計算得出： 頂錨桿理論長度Lb=0.1+0.895+0.8=1.795m 幫錨桿理論長度Lc=0.1+0.585+0.6=1.285m 校核：Ls取2.2m，頂Ls≥Lb，幫Ls≥Lc，所選錨桿長度滿足要求。 (2)錨桿間距、排距計算(設計時按間距×排距均為A²)： 計算公式：A²=Q/KEγ=67.2/(2×1.47×26.07)=0.88 式中： A=0.88×2=1.76m A—錨桿間排距 Q—錨桿設計錨固力，取67.2KN/根 E—冒落拱高度，取參照H=B/2f γ—被懸吊巖石的重力密度，取26.07 KN/m³ K—安全系數，一般取2 校核：施工時，As 最大取0.8m。所以As (3)錨桿直徑計算： 理論直徑計算公式：ф1=(1/110)×L=(1/110)×1760=16mm 校核：實際直徑：фs=20mm，фs>ф1，所以錨桿直徑滿足要求。 (4)錨桿拉力(錨固力)計算： 理論應具備錨固力：Q1=KLeA2R=2×0.9×0.82×2.5=28.8(KN) 式中： Le=錨桿錨固長度,一般取0.9 R=2.5t/m³;容重 校核： 實際錨固力Qs經井下實測錨桿拉力不符合計算要求，所以采用架設U型鋼棚進行永久支護。 四、支護材料選型 根據以上計算結果，并結合巷道所處圍巖性質，確定巷道支護參數選用如下支護材料： 1、錨桿選用ø20mm×2.2m的等強錨桿。 2、錨索選用ø21.7mm×6.5m的鋼絞線，為7股鋼絲扭制成，配用20mm厚鐵板加工的托盤，規格300mm×300mm，中孔ø24mm。 3、鋼帶選用10mm鋼絲繩加工成，長4.2m，錨桿(索)孔間距0.8m。 4、幫錨桿托盤選用7mm厚鋼板制成，規格120×120mm,中孔ø22mm。頂錨桿托盤選用10mm厚鋼板制成，規格200×200mm,中孔ø22mm。 5、錨固劑選用樹脂錨固劑，規格ø23mm×500mm。 6、金屬網采用8#(頂板)、10#(巷幫)鐵線編制成的70mm×80mm網孔，規格5m×1.1m、5m×1.8m。 7、U型鋼棚采用34#U型鋼加工。 第四節 支護工藝與質量標準 一、0-100.8m區域內巷道支護形式及工藝要求 1、支護形式 (1)巷道采用鋼帶、錨桿、錨索、金屬網聯合支護(見圖3)。 ①頂板支護布置方式：頂板錨桿、錨索布置為“四、三”布置，間排距700×800mm。 ②巷幫支護布置方式：每幫布置五排幫錨桿，間排距700×800mm。 2、臨時支護工藝及要求(見圖4) (1)臨時支護前探梁及吊環規格：前探梁使用長4.0m的鋼管,直徑 75.5mm，壁厚4mm。吊環使用20mm厚鐵板，中孔直徑125mm，吊環兩端焊接錨桿螺母及錨索鎖具，焊接接口處，必須焊縫飽滿，無砂眼。 (2)吊環的固定：用吊環焊接的錨桿螺母(鎖具)固定在頂錨桿(錨 索)上，使用錨桿螺母固定時，錨桿螺母與頂板錨桿必須擰滿扣，使用鎖具固定時鎖具內芯必須保證齊全完好。 (3)掘進巷道成型后，操作人員站在完好支護的巷道下，用長柄工具進行敲幫問頂，處理干凈頂幫的活矸(煤)，確保無問題后，人員站在永久支護下，掛連一片頂網。頂網連好后(初連網要求金屬網成片可托起，支護完成后，終連網間距必須達到規程要求)，上好吊環，施工人員將網頂起，前移前探梁，并用前探梁托起一根鋼帶，并用木拌橫至在前探梁上，錨網支護完后，臨時支護移至準備施工的第二條鋼帶處，依次順序施工。 (4)前移前探梁時，班組長親自指揮，并指派專人監護幫頂，發現問題及時處理。 3、鋪連網工藝及要求 (1)頂網長邊垂直巷道中線鋪設，幫網沿巷幫鋪設。 (2)相鄰網搭接50-100mm，每隔150-200mm使用連網工具將搭接處兩片金屬網擰緊成扣，且必須擰緊不少于3圈。 4、錨桿支護工藝及要求 (1)掘進巷道成型后→操作人員用長柄工具處理頂幫活矸、活煤，并進行敲幫問頂→開始吊連頂網→前移前探梁→打頂錨桿→檢查是否合格→打幫錨桿。 (2)錨桿每孔使用2根樹脂錨固劑。安裝錨桿時將錨固劑用錨桿送至孔底，攪拌時間25s-30s，攪拌停止后，2min-3min，使用扭矩扳手擰緊螺母。 (3)幫錨網支護，第1-3排錨桿允許滯后工作面不大于6條帶，第4-5排錨桿允許滯后工作面不大于12條帶;若巷幫巖石破碎，第1-3排錨桿緊跟工作面，第4-5排錨桿允許滯后工作面不大于6條帶。 5、錨索支護工藝及要求 (1)敲幫問頂→打眼→上藥卷安裝索線→上托盤及鎖頭→用千斤頂預緊錨索。 (2)錨索每孔使用2根樹脂錨固劑。安裝錨索時將錨固劑用錨索送至孔底，攪拌時間25s-30s，攪拌停止后，2min-3min，使用千斤頂預緊錨索。 二、100.8-1345.5m區域內巷道支護形式及工藝要求 1、支護形式 (1)采用鋼帶、錨桿、金屬網、架U型鋼棚聯合支護。 ①錨桿支護布置方式：頂板每條鋼帶布置7根錨桿，每幫布置三排幫錨桿，間排距800×800mm。 ②U型鋼棚棚距800mm，岔角10%(見圖1)。 ③U型鋼棚與工作面最大控頂距離1.8m。 (2)巷道100.8-131.6m區域內為進入12-2煤段，前掘期間使用管棚式進行超前支護。 ①管棚式超前支護技術要求：在工作面的頂板迎頭沿巷道輪廓線打眼，眼孔深3-3.5m，間距300mm，角度平行巷道輪廓線。 ②鉆眼機具使用YT-23(7655)鑿巖機，鉆頭采用ø40mm鉆頭或ø28mm鉆頭。 ③管棚采用37.5 mm鋼管，管長1.5m(管與管之間可連接)，或采用長度3.8m×ø20mm的等強錨桿。 2、臨時支護工藝及要求(見圖4) (1)臨時支護前探梁規格：使用木柈(長×寬×厚：3m×0.2m×0.1m)。 (2)巷道成型后，操作人員站在完好支護的巷道下，用長柄工具(2m穿釬)進行敲幫問頂，處理干凈頂幫的活矸(煤)，確保無問題后，人員站在永久支護下，掛連一片頂網。頂網連好后，施工人員站在有支護側;將木柈沿靠近工作面已經架好的兩架鋼棚上方木柈中穿過，前探梁靠近工作面迎頭的一端頂在迎頭，將網頂起。 (3)U鋼立好后，在剎頂前，將前探梁撤掉;前掘臨時支護依此循環。 3、鋪連網工藝及要求 (1)頂網長邊垂直巷道中線鋪設，幫網沿巷幫鋪設。 (2)相鄰網搭接50-100mm，每隔150-200mm使用連網工具將搭接處兩片金屬網擰緊成扣，且必須擰緊不少于3圈。 4、錨桿支護工藝及要求 (1)掘進巷道成型后→操作人員用長柄工具處理頂幫活矸、活煤，并進行敲幫問頂→開始吊連頂網→前移前探梁→打頂錨桿→檢查是否合格→打幫錨桿。 (2)錨桿每孔使用2根樹脂錨固劑。安裝錨桿時將錨固劑用錨桿送至孔底，攪拌時間25s-30s，攪拌停止后，2min-3min，使用扭矩扳手擰緊螺母。 5、架U型鋼棚支護工藝及要求 掘進巷道成型→操作人員用長柄工具處理頂幫活矸、活煤，并進行敲幫問頂→開始吊連頂網→頂板錨網支護→按巷道中心找好腿窩位置開始挖腿窩(腿窩深不小于200mm)→穩設棚腿→使用旋轉式“U”型托梁，上棚腿卡子并上梁→找好棚距、岔角，按要求剎幫剎頂→打緊楔子、打齊撐木→文明生產。 三、工程質量標準 1、巷道凈寬：中心至巷道一側允許偏差0-100mm。 2、巷道凈高：無腰線測全高允許偏差-50-200mm。 3、錨桿角度：與巷道輪廓線垂直，允許偏差±15°。 4、錨桿外露長度：10-40mm(錨桿露出螺母長度)。 5、錨桿間排距：按設計要求進行布置，允許偏差±100mm。 6、錨索角度：與巷道輪廓線垂直，允許偏差±15°。 7、錨索外露長度：150-250mm(錨索露出鎖具長度)。 8、錨桿預緊力：≥100N.m。 9、錨桿錨固力：幫錨桿≥30KN、頂錨桿≥70KN。 10、錨索鎖緊壓力：≥180KN。 11、相鄰金屬網搭接：50-100mm。 北二采區1208-2運輸順槽巷道臨時支護示意圖(單位mm) 圖4 比例 1：60 第四章 施 工 工 藝 第一節 施 工 方 法 1、北二1208-2運輸順槽采用掘進機掘進為主，手鎬修理巷幫的方式，膠帶輸送機進行輸送煤(矸)，一次成巷，0-100.8m區域內巷道支護方式采用鋼帶、錨索、錨桿、金屬網聯合支護，100.8-1345.5m區域內巷道支護方式采用錨桿、金屬網、鋼帶、架U型鋼棚聯合支護。 2、巷道開拉門施工方法 (1)作業人員首先在施工地點搭設操作平臺，平臺搭設選用150×150mm的方木做立柱和橫梁，每側不少于3根立柱，用自制的U型卡固定牢固，上方鋪設不小于50mm厚跳板，跳板不得探出橫梁300mm,跳板兩端用8#鐵線與橫梁擰緊。 (2)人員站在操作平臺上將原巷道金屬網橫向剪開3.0m～4.0m，然后按照要求進行掘進。 (3)巷道高度、寬度達到要求后及時對巷道幫頂進行支護。 3、特殊條件施工方法 (1)遇地質構造帶及頂板破碎段前掘方法 ①如遇幫頂破碎及地質構造段施工時，造成巷道超挖寬度超過400mm，頂板必須及時補打點錨桿，并使用管棚式進行超前支護。 ②管棚式超前支護技術要求：在工作面的頂板迎頭沿巷道輪廓線打眼，眼孔深3-3.5m，間距300mm，角度平行巷道輪廓線。 ③鉆眼機具使用YT-23(7655)鑿巖機，鉆頭采用ø40mm鉆頭或ø28mm鉆頭。 ④管棚采用37.5 mm鋼管，管長1.5m(管與管之間可連接)，或采用長度3.8m×ø20mm的等強錨桿。 (2)施工硐室 ①硐室施工采用一次成巷方法進行施工作業，0-100.8m區域內硐室支護方式為全錨索布置，間排距700×800mm，100.8-1345.5m區域內硐室支護方式采用錨網、架棚聯合支護，錨桿間排距800×800mm。 ②該巷道從拉門起，施工硐室規格如下(長×高×深)： 膠帶輸送機機頭硐室，規格30m×3.5m×0.4m。 絞車硐室，規格4.2m×3.3m×3.0m。 絞車擋杠硐室，規格2.0m×3.0m×0.8m。 材料硐室，規格30m×3.3m×0.8m。 移變硐室，規格2m×3.3m×2.4m。 ③硐室施工位置應避開頂板破碎帶及地質構造段，具體施工位置以實際施工為準。 第二節 鑿 巖 方 式 一、機掘施工方式 1、掘進生產工藝流程： 掘進機進入工作面，對急停試驗、報警→掘進機割、裝、運→掘進成形，找凈工作面浮矸，后退→敲幫問頂→臨時支護→錨索、鋼帶、錨網聯合支護(錨桿、金屬網、鋼帶、架U型鋼棚聯合支護)→撤出工作面所有工具、設備、清理雜物→檢查風筒、探頭(距工作面距離)是否符合要求→撤出人員。 2、支護打眼使用YT-23(7655)鑿巖機、MQT-130型錨桿鉆機進行打眼及安注錨桿、錨索。 3、巷道0-100.8m區域內最大臨時控頂距4.2m，巷道100.8-1345.5m區域內最大臨時控頂距1.0m，備棚滯后工作面迎頭不大于1.8m。如遇斷層破碎帶時U鋼棚緊跟工作面。 二、掘進機截割順序(見圖5) 1、按截齒切割方向由上至下循環切割，最后刷成所需巷道斷面形狀。 2、巷道0-100.8m區域內每循環進尺4.2m, 巷道100.8-1345.5m區域內每循環進尺0.8m。 3、每次進刀深度0.2m-0.5m。 北二采區1208-2運輸順槽掘進機截割順序示意圖(單位mm) 圖5 第三節 裝 載 與 運 輸 一、裝載方式 工作面使用掘進機進行前掘裝載煤矸，通過掘進機一運二運裝置運至膠帶輸送機進行輸送，工作面所需物料采用軌道運輸與人工輔助運輸相結合，裝載所需物料的車輛到達北二采區1208-2運輸順槽料場進行卸載，然后通過人工運到工作面。 二、運輸系統 1、運煤系統 北二采區1208-2運輸順槽膠帶輸送機→北二下采膠帶巷膠帶輸送機→北二下采膠帶斜巷膠帶輸送機→煤倉(見附圖4)。 2、材料設備運輸系統 副井→井底車場→-850北翼運輸大巷→-845北翼輔助運輸大巷→北二下采軌道石門→北二下采膠帶巷→北二采區1208-2運輸順槽(見附圖4)。 三、運輸設備的鋪設 1、軌道的鋪設 (1)本工作面采用軌型24㎏鐵道，要求鋪設平直、扣件齊全、緊固有效，接頭間隙不超過5mm，內錯差不超過2mm，水平偏差不超過2mm，軌枕間距0.6m，軌枕必須墊實,軌道距工作面50m-100m。 (2)運輸沿線保持清潔無雜物，每月對鋪設的軌道至少檢查一次。 2、輸送機的鋪設 (1)機頭、機尾與巷幫距離不小于0.7m，其它部位與巷幫距離不小于0.5m。 (2)膠帶輸送機機頭主體架行人側用防護網擋嚴，機尾安設防護罩，皮帶架要求平直。第一部皮帶頭迎頭必須設置迎煤板。 (3)膠帶輸送機機頭、機尾采用40T錨鏈鏈接牢固并打底錨固定，機頭底錨數量為6根，機尾底錨數量為2根。采用ø20mm×2200mm的等強錨桿，錨固力不小于70KN。 (4)刮板輸送機各部件齊全、可靠、有效，要求平直。 (5)刮板輸送機機頭、機尾采用40T錨鏈鏈接牢固并打底錨固定，機頭底錨數量為4根，打在固定的機座孔內，機尾底錨數量為2根。采用ø20mm×2200mm的等強錨桿，錨固力不小于70KN。 3、絞車的安裝 (1)絞車固定采用打混凝土(混凝土標號為C20)基礎固定?；A規格按礦機電科相關規定執行。 (2)斜巷運輸“一坡三擋”，其位置為絞車往下一列車長度處設置阻車器，阻車器下方3-6m處設置擋車欄。擋車欄基礎采用打砼(規格：長1.0m×寬1.0m×深1.5m)，擋車欄的開啟方式采用遠方操作。 裝載、運輸設備運輸方式表 表4 序號設備名稱型號數量安裝位置固定方式運輸方式運輸距離 1掘進機EBZ-1501工作面非固定刮板輸出10m 2橋式轉載機QZP-1601工作面非固定帶式輸出16m 3帶式輸送機DSP-8001拉門口機頭、尾錨固帶式輸出700m 4帶式輸送機DSP-8001700m機頭、尾錨固帶式輸出700m 5絞車40KW1拉門口基礎錨固牽引500m 6絞車40KW1500m基礎錨固牽引500m 7絞車40KW11000m基礎錨固牽引500m 第四節 管 線 敷 設 1、風筒、電纜、風水管路按巷道斷面圖布置(見圖1)。 2、風管、水管用專用鉤固定 在幫錨桿上，每隔3-5m一個鉤，懸掛高度不低于1.5m，距工作面不超過30m。 3、電纜掛在專用的電纜鉤上，電纜鉤掛于固定在頂板Φ15.5mm鋼絲繩上，鋼絲繩一端用卡子擰緊在頂板錨桿的吊環上，另一端用同樣的方法固定于頂板上，鋼絲繩中間部分用鐵線每隔1.6m吊于頂板鋼帶及U型鋼棚上。電纜鉤每個間距600mm，且每鉤只準掛一根電纜。 管線及軌道敷設方式表 表5 序號名稱規格 型號單位數量吊掛方式與中心腰線距離與底板水平/垂直距離(m)與工作面距離 2風筒Φ1000mm121懸吊中心左0.7-1.0m1.0/1.5≤5m 3風管Φ108mm58懸吊中心左1.9m0.9/1.030m 4水管Φ108mm58懸吊中心左1.9m0.9/1.030m 6纜線70²m250懸吊中心右1.9m1.5/2.0-- 第五節 設備及工具配備 設備及工具配備(見表6) 設備及工具配備表 表6 序號設備、工具名稱規格型號單位數量備注 1控制開關QBZ-120臺 2饋電開關KBZ-200臺 3綜保ZBZ-4.0臺 4激光指向儀EQJ-500臺1 5局部通風機FBD-NO6.3/2× KW臺2 6鑿巖機7655臺4 7錨桿鉆機MQT—130臺4 8預應力千斤頂YCD22-370臺1 9錨桿拉力計LSZ-300臺1 10風鎬G10臺4 11中方鍬軍用把4 12尖鍬象牌把4 13鎬3#900-950mm把2 14錘18P把2 第五章 生產系統 第一節 通風 一、通風方式及供風距離 1、采用壓入式通風，最長供風距離為1400m。 2、通風系統(見附圖5) 新風：副井→-850配風大巷→-845軌道巷→架空人車道→北二下采膠帶斜巷→局部通風機吸風→風筒→工作面。 乏風： 工作面→已掘北二采區1208-2運順→北二下采膠帶巷、北二采區軌道巷→北二采區1216工作面→北二采區1216回風繞道道→下采回風上山→下采回風石門→北風井。 二、風量計算 1、按瓦斯涌出量計算： Q1 = 125×q×k=125×0.18×2.0=45m³/min 式中： Q1—— 掘進工作面實際需要風量，m3/min; q ——工作面平均瓦斯絕對涌出量(根據相鄰掘進工作面瓦斯涌出量，確定本掘進工作面煤層瓦斯含量涌出量為4m3/t，日出煤矸量64.32t計算得絕對瓦斯涌出量為0.18m³/min)。 k——工作面瓦斯涌出不均衡系數，取2.0(根據已掘北二采區1208運順掘進工作面正常生產觀測一個月后數據，得出瓦斯涌出不均衡通風系數為2.0)，取2.0。 2、按局部通風機的實際吸風量計算： 煤巷半煤巷掘進：Q2=Q機吸+60×0.25S Q2=440+60×0.25×10 Q2=590m3/min 式中： Q2——掘進工作面需要風量，m3/min; Q機吸——掘進工作面局部通風機實際吸風量，m3/min; 0.25 ——煤巷半煤巷道最低風速,m/s; S ——局部通風機所在巷道斷面，m2; 3、按炸藥使用量計算： Q3=10×A Q3=10×0 Q3=0 m3/min 式中： Q3——掘進工作面實際需要風量，m3/min; 10——每千克炸藥爆炸后需要供給的風量，m3/min·kg; A ——掘進工作面一次爆破所用的最大炸藥用量,kg; 4、按掘進工作面同時作業人數計算： Q4 = 4N=4×9=36m³/min 式中： Q4——掘進工作面實際需要風量，m3/min; 4——每人每分鐘應供給的最低風量，m3/min; n——掘進工作面同時工作的最多人數。 5、確定掘進工作面實際需要的配風量： 工作面實際需要風量為：Q= 45 m3/min。 三、風量驗算 取工作面需要風量Q =45m³/min進行校核如下： 1、按最高風速校核 Q高=V×S Q高=240×13.4=3216m³/min 式中： Q高——掘進工作面的最高風量，m3/min; S——掘進工作面的斷面積，m2; V高——掘進工作面允許的最高風速4×60=240 m/min;。 Q < Q高，(工作面風量符合規定) 2、按最低風速校核 Q低=V低×S Q低=15×13.4=201m³/min 式中： Q低——掘進工作面的最低風量，m3/min; S——掘進工作面的斷面積，m2; V低——掘進工作面允許的最低風速0.25×60=15 m/min;。 Q < Q低 ，(工作面風量不符合規定) 通過以上計算得出該工作面風量Q取45m³/min滿足不了需要，必須保證取值大于最低風速201m³/min，在保證最低風速的情況下，為保證風量的穩定外加10%的富余系數。因此Q取221m³/min。 即：Q高> Q > Q低 3、局部通風機選型 根據風量計算結果，工作面設計風量為221m³/min，風筒選用直徑為1000mm膠質阻燃風筒供風，最長供風距離為1400m，根據供風長度及風筒長度特性曲線得出，百米漏風率按2.0%計算，局部通風機供風量不小于307m³/min，因此選用FBDNO6.0/2×15kW局部通風機。根據其他掘進巷道使用的相同型號、功率局部通風機，確定該局部通風機吸入風量為240-440 m3/min，能夠滿足工作面通風需求。局部通風機安設在北二下采膠帶斜巷內。 常用局部通風機風量參考表 型號或名稱功率/kw吸入風量/ m3/min 對旋局部通風機2×7.5180—300(250) 對旋局部通風機2×15240—440(350) 對旋局部通風機2×30260—630(500) 柔性風筒有效風量及漏風率參考表 規格尺寸(直徑mm)百米漏風率(%) 6001.20-3 8001.19-3 10001.00-3 局部通風機性能參數 參 數 規 格電機功率/kw №5.0/2×7.52×7.5 №6.0/2×152×15 №6.3/2×302×30 第二節 壓 風 掘進工作面的壓風風源由地面壓風機統一供風(見附圖6)，采用4寸無縫鋼管接設至工作面。壓風壓力不得小于0.45Mpa。 第三節 防治煤與瓦斯突出 根據煤炭科學研究總院沈陽研究院鑒定結果，北二采區為無突出危險區，在前掘期間用工作面預測方法進行區域驗證并采取安全防護措施。 1、區域驗證方法及要求： 由專職防突員用鉆屑指標法驗證工作面的突出危險性，預測孔深8.5m(見附圖7)，每2m測定一次Δh2、每1m測定一次鉆屑重量，如所測指標Δh2<200pa、最大鉆屑重量<6.0kg/m，并且無其他突出預兆，判斷工作面無突出危險，允許工作面在采取安全防護措施的情況下前掘。當所測指標Δh2≥200pa或最大鉆屑量≥6.0kg/m或有其他突出預兆時，該工作面立即停止作業，根據現場情況制定防突措施。 (1)在開拉門前進行首次驗證(2次預測)，此后工作面每前掘50m至少進行1次驗證循環(2次預測)。在工作面打3個Φ42mm鉆孔，一個位于中間平行于工作面前掘方向，另外兩個孔打在工作面兩側，控制巷道輪廓線以外2.5m。每循環區域驗證的首次預測為無突出危險允許工作面前掘5米，第二次預測為無突出危險允許工作面前掘45m。 (2)區域驗證選用風煤鉆、螺旋鉆桿、Φ42mm鉆頭等工具，不得使用錨桿機。 (3)工作面始終保持超前距不少于20m的超前鉆孔(見附圖8)，探明地質構造、煤層賦存情況和觀察突出預兆，由跟班負責人、瓦檢員、安監員共同監督并做好記錄。 (4)工作面遇地質構造時，加密區域驗證循環至每5m進行一次。 2、防突措施 當所測指標Δh2≥200pa、最大鉆屑量≥6.0kg/m，或有其他突出預兆及鉆孔無法按設計施工時，必須立即停止作業，根據現場情況制定防突措施，并上報公司，經公司總工程師批準后執行。 3、安全防護措施 (1)進入該工作面的人員，必須攜帶隔離式自救器，并會正確使用。 (2)進入該區域的所有人員必須熟悉避災路線，當發生下列預兆之一時，人員按照避災路線撤離并向礦調度匯報： a、工作面壓力增大，支護來勁; b、有聲響，如悶雷聲、爆竹聲、機槍聲、哨聲、嗡嗡聲; c、工作面瓦斯濃度突然變大、變小或忽大忽小; d、工作面頂板掉渣、片幫、煤壁壓出、顫動; e、工作面有煤塵霧; f、煤層層里紊亂、松軟、干燥; g、打鉆時頂鉆、夾鉆、鉆機過負荷、鉆孔變形、塌孔、噴孔等。 (3)在下列地點安設壓風自救裝置，個數滿足作業人數需要，平均每人壓縮空氣供給量不得小于0.3m3/min： a、距工作面25～40m的巷道內，個數9個; b、爆破、撤離、警戒人員所在位置，個數滿足作業人數需求。 c、回風道有人作業處，個數滿足作業人數需求。 (4)該工作面進風側必須設置防突風門，由施工人員負責管理使用，通風隊定期檢查維護。 第四節 供水與綜合防塵 防塵系統(見附圖9)：北風井→下采軌道上山→-845軌道巷→-845入風巷→北二下采軌道石門→北二下采膠帶巷→工作面。 1、掘進巷道內每50m設有一處三通閥門，其它巷道內每100m設有一處三通閥門。 2、工作面必須采取濕式打眼，工作面裝煤時灑水，轉載點和皮帶頭必須安裝噴霧裝置，出煤時開啟并保證霧化效果。 3、掘進機內外噴霧水壓分別不小于3Mpa和1.5Mpa。開機時必須打開噴霧裝置。 4、掘進巷道內設置2組隔爆水棚，每組隔爆水棚的總水量不小于2680L，棚區長度不小于20m，第一組水棚距工作面的距離必須保持在60～200m范圍內，第二組水棚距順槽口不小于50m。 隔爆水棚水量計算： Q =Qe×S=200×13.4=2680L Q——每組隔爆水棚需要的水量(單位L)： Qe——巷道單位斷面需要的額定水量200L/m 2： S——巷道斷面積：m2 5、每處水袋棚必須使用同一規格水袋，不得混用。 6、隔爆設施每周通風隊檢查一次。檢查內容包括：安裝地點、水袋數量、水量、安裝質量、棚區長度、斷面、棚距等參數。 7、加強個人防護，進入工作面作業人員必須佩帶防塵口罩。 第五節 防 滅 火 1、相鄰采區、相鄰煤層和鄰近巷道均無自燃發火傾向和不存在火區，防火重點是電纜、機械摩擦和人為火災。 2、本巷道在掘進過程中如遇到高頂、孔洞和裂隙時用不燃性材料充填。 3、各運輸機頭及移動配電點配備2只滅火器、兩把消防鍬和兩個滅火砂箱，滅火器必須放置在架子上，放于皮帶頭5m便于取用的地方。消防器材嚴禁移做他用。 第六節 安 全 監 控 一、分站、傳感器安設位置(見附圖10) (1)分站安設位置：北二下采1208-2運順掘進巷風機配電點。 (2)分站供電電源：北二下采1208-2運順掘進巷副風機專用電源負荷側。 (3)傳感器安設位置：掘進工作面甲烷傳感器T1距工作面≤5m;回風流中甲烷傳感器T2距回風繞道口10—15m;當掘進巷道長度大于1000米時，在巷道中部增設甲烷傳感器T3;全風壓回風混合處T4距掘進巷道拉門口10—15m;開停傳感器固定在掘進工作面主、副局部通風機的電源負荷線上;風筒傳感器固定在局部通風機的風筒末端;饋電傳感器固定在被控高開負荷側的低壓電纜上。 (4)標準要求：監測分站必須設置在新鮮風流的巷道中，應便于人員觀察、調試、檢驗及支護良好、無滴水、無雜物，距巷道底板不小于300mm或吊掛在巷道中。甲烷傳感器應垂直吊掛，距頂板(頂梁)≤300mm，距巷道側壁≥200mm，安裝維護方便，不影響行人和行車，工作面甲烷傳感器，不得與風筒設置在同一側。 二、傳感器報警濃度、斷電濃度、復電濃度及斷電范圍設置 (1)T1 報警濃度：≥0.8% CH4;斷電濃度：≥0.8% CH4;復電濃度：<0.8% CH4 斷電范圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。 (2)T2 報警濃度：≥0.8% CH4;斷電濃度：≥0.8% CH4;復電濃度：<0.8% CH4 斷電范圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。 (3)T3 報警濃度：≥0.8% CH4;斷電濃度：≥0.8% CH4;復電濃度：<0.8% CH4 斷電范圍：掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。 (4)T4 報警濃度：≥0.5% CH4;斷電濃度：≥0.5% CH4;復電濃度：<0.5% CH4 斷電范圍：包括1216采煤面及1208-2運順掘進巷在內的全部非本質安全型電氣設備。 三、安全管理措施 1、掘進工作面甲烷傳感器由掘進當班班組長負責按規定位置及時移動，由作業地點瓦斯檢查員負責檢查監督。 2、瓦斯監測維護人員每天至少對該地點甲烷檢測傳感器及其它安全監控設施巡視檢查一次，并使用便攜式甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀與甲烷傳感器進行對照檢查。 3、監測設備必須定期調試，每七天使用標準甲烷氣樣和空氣氣樣對該地點甲烷傳感器調校一次，并對甲烷超限、設備故障等斷電閉鎖功能進行測試，確保報警、斷電準確靈敏可靠。 4、當班瓦斯檢查員負責對該地點的甲烷傳感器檢測精度和監控設施進行檢查，如有超差和損壞，及時向安全監控部門匯報。 5、安全監測值班人員接到安全監控系統出現故障和異?，F象通知后，要立即趕到現場，對故障進行及時處理，并將原因和結果匯報通風隊調度和礦調度。 6、使用單位負責提供監測電源，接通電源及控制線，并負責非本安設備的日常維護和管理。監測電纜應在動力電纜上方整齊懸吊，間距為0.1m以上，接頭連接要規范。 7、與監測監控關聯的電氣設備，電源線和控制線在拆除或改線時，必須與信息中心共同處理。檢修與監測監控關聯的電氣設備，需要監控設備停止運行時，須經礦主要負責人或主要技術負責人同意，并制定安全措施后方可進行。 8、當掘進工作面涌出的瓦斯造成斷電后，在未流經回風甲烷傳感器之前或未確認小于0.8%以下時，禁止送電作業。 第七節 供 電 一、變壓器負荷統計 1、變壓器原有負荷量 1#變壓器原有負荷：∑Pe原= 90kw 2#變壓器原有負荷：∑Pe原= 90kw 3#變壓器原有負荷：∑Pe原= 0kw 2、變壓器新增負荷量 1#變壓器新增負荷：∑Pe增= 30kw 2#變壓器新增負荷：∑Pe增= 30.1kw 3#變壓器新增負荷：∑Pe增= 248kw 4#變壓器新增負荷：∑Pe增= 164kw 5#變壓器新增負荷：∑Pe增= 246kw 詳見附圖11-13。 3、最大啟動負荷量 1#變壓器新增負荷：∑Pmax=15kw,并采用直接啟動方法啟動。 2#變壓器新增負荷：∑Pmax=15kw,并采用直接啟動方法啟動。 3#變壓器新增負荷：∑Pmax=80kw,并采用直接啟動方法啟動。 4#變壓器新增負荷：∑Pmax=80kw,并采用直接啟動方法啟動。 5#變壓器新增負荷：∑Pmax=160kw,并采用直接啟動方法啟動。 4、變壓器原有負荷需用系數 1#變壓器原有負荷：取0.80 2#變壓器原有負荷：取0.80 5、變壓器新增負荷需用系數 1#變壓器新增負荷：Kx增=0.80 2#變壓器新增負荷：Kx增=0.80 3#變壓器新增負荷：Kx增= 0.59 4#變壓器新增負荷：Kx增= 0.65 5#變壓器新增負荷：Kx增= 0.79 6、加權平均功率因數 變壓器原有負荷和新增負荷加權平均功率因數：查表，取0.6 二、變壓器容量效驗 1、變壓器所帶原有負荷總視在功率 1#變壓器原有負荷：Sb原=120KVA 2#變壓器原有負荷：Sb原=120.4KVA 2、變壓器所帶新增負荷總視在功率 1#變壓器新增負荷：Sb增=40KVA 2#變壓器新增負荷：Sb增=40.13KVA 3#變壓器新增負荷：Sb增=243.87KVA 4#變壓器新增負荷：Sb增=177.67KVA 5#變壓器新增負荷：Sb增=323.9KVA 3、變壓器所帶負荷總視在功率 1#變壓器總視在功率：Sb= 160KVA 2#變壓器總視在功率：Sb= 160.53KVA 3#變壓器總視在功率：Sb= 243.87KVA 4#變壓器總視在功率：Sb= 177.67KVA 5#變壓器總視在功率：Sb= 323.9KVA 經效驗，所選1#、2#、3#、4#和5#變壓器容量全部滿足要求。詳見附圖11-13。 三、變壓器壓降計算 1#變壓器： ⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96×0.0068+128×0.0427)/0.66=9.27V 2#變壓器： ⊿UT =(Pca* R+Qca* X)/Ue=(96.32×0.0068+128.42×0.0427)/0.66=9.3V 3#變壓器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (146.32×0.0068+195.1×0.0427)/0.66 =14.13V 4#變壓器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (106.6×0.0068+142.14×0.0427 )/0.66= 10.29V 5#變壓器：⊿UT=(Pca* R+Qca* X)/Ue = (194.34×0.0204+258.47×0.1280 )/1.14 = 32.50V 選擇電纜截面及效驗壓降 四、電纜截面選擇 1#變壓器Ig=0.80(16.9*2)=27.04A 選用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16電纜符合要求。詳見附圖11-13。 2#變壓器Ig=0.80(16.9*2+0.1*1.15)=27.13A選用MY-0.38/0.66KV 3×35+1×16電纜符合要求。 3#變壓器Ig=0.59((2*45+5.43+2*45)=111.26A 選用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25電纜符合要求。 4#變壓器Ig=0.65(2*45+5.43+2*45)=120.53A 選用MY-0.38/0.66KV 3×70+1×25電纜合要求。 5#變壓器Ig= 0.79(96+46.2+7.89)=118.57A 選用MYCPJ-1.14KV 3×70+1×25電纜符合要求。 五、電纜壓降效驗 干線電纜電壓損失 1#變壓器 ⊿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#變壓器 ⊿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#變壓器 ⊿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#變壓器 ⊿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#變壓器 ⊿UG1=⊿UG1%*U1N = 246*0.79*1.100*0.0322%*1140 = 79.19V 支線電纜電壓損失 1#變壓器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =15*0.80*0.010*0.931%*660 = 0.73V 2#變壓器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =15*0.80*0.010*0.931%*660=0.73V 3#變壓器⊿UG5=⊿UG5%*U2N =4*0.59*0.030*0.931%*660=0.05V 4#變壓器⊿UZ =⊿UZ%*U2N =40*0.65*0.005*0.366%*660=0.06V 5#變壓器⊿UZ =⊿UZ%*U2N=0V 總電壓損失： 1#變壓器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =24.34V 2#變壓器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =24.41 3#變壓器∑⊿U=⊿UT+ ⊿UG+⊿UZ =39.09V 4#變壓器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =25.61V 5#變壓器∑⊿U=⊿UT+⊿UG +⊿UZ =111.69V 經過，電壓降校驗，電纜選擇同樣符合要求。 六、兩相短路電流計算 7點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 928A 8點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 928A 9點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 951A 11點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 2206A 12點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 5919A 14點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1886A 15點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1086A 16點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 6612A 17點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1645A 18點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1982A 23點：I(2)d =Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2} = 1520A 七、開關整定及開關保護靈敏度效驗 開關整定 開關瞬時值整定 低饋頭1#： IZ=IQe+Kx∑Ie =32.9*6+0.80*16.9*6= 278.52A則，選擇1000A 低饋頭2#： IZ=IQe+Kx∑Ie =32.9*6+0.80(6*16.9+0.1*4*1.15)=279.46A則，選擇1000A 低饋頭3#：IZ=IQe+Kx∑Ie =2*45*6+0.59(2*45+2*5.43+2*45)= 652.6A則選擇1000A 低饋頭4#：IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+0.65(2*45+5.43)= 602.03A則，選擇1000A 低饋頭5#：IZ=IQe+Kx∑Ie =96*6+0.79*(46.2+7.85)=618.70A則，選擇910A 饋電7#：IZ=IQe+Kx∑Ie =16.9*6+0.80*16.9= 114.92A則，選擇280A 饋電8#：IZ=IQe+Kx∑Ie =16.9*6+0.80(16.9+0.1*1.15) =115.03A則，選擇280A 饋電9#：IZ=IQe+Kx∑Ie=0.1*1.15*6=0.69A則，選擇280A 饋電11#：IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+5.43=545.43A則，選擇665 饋電12#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6=270A則，選擇350A 饋電14#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6=270A則，選擇350 饋電15#：IZ=IQe+Kx∑Ie=2*45*6+5.43=545.43A則，選擇665 饋電16#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6= 270A則，選擇350A 饋電17#：IZ=IQe+Kx∑Ie =2*45*6+5.43=545.43A則，選擇665 饋電18#：IZ=IQe+Kx∑Ie =45*6= 270A則，選擇350A 饋電23#：IZ=IQe+Kx∑Ie =96*6+0.79(46.2+7.85)=618.70A則，選擇840A 開關延時值整定 低饋頭1#：IZ≤Kx∑Ie= 0.80*(16.9*6+32.9)=107.44A則，選擇200A 低饋頭2#：IZ≤Kx∑Ie=0.80(16.9*6+32.9+0.1*3*1.15)=107.7A 則，選擇200A 低饋頭3#：IZ≤Kx∑Ie =0.59(2*2*45+2*45+2*5.43)=165.7A則，選擇200A 低饋頭4#：IZ≤Kx∑Ie=0.65(2*45+5.43+2*45)= 120.53A則，選擇200A 低饋頭5#：IZ≤Kx∑Ie = 0.79*(96+46.2+7.85)=118.54A則，選擇130A 饋電7#：IZ≤Kx∑Ie =0.80*2*16.9 = 27.04A 則，選擇40A 饋電8#：IZ≤Kx∑Ie =0.80(2*16.9+0.1*1.15)=27.15A則，選擇40A 饋電9#：IZ≤Kx∑Ie =0.1*1.15 = 0.12A則，擇40A 饋電11#：IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A 則，選擇95A 饋電12#：IZ≤Kx∑Ie =45A則，選擇50A 饋電14#：IZ≤Kx∑Ie =45A則，選擇50A 饋電15#：IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A則，選擇95A 饋電16#：IZ≤Kx∑Ie =45A 則，選擇50A 饋電17#：IZ≤Kx∑Ie =2*45+5.43=95.43A則，選擇95A 饋電18#：IZ≤Kx∑Ie =45A則，選擇50A 饋電23#：IZ≤Kx∑Ie=0.79(96+46.2+7.85)=118.54A則，選擇120A 開關保護靈敏度效驗 開關瞬時保護效驗 饋電7#： I(2)d/ IZ = 928/280 = 3.31 饋電8#： I(2)d/ IZ = 928/280 = 3.31 饋電9#： I(2)d/ IZ = 951/280 = 3.39 饋電11#： I(2)d/ IZ = 2206/665 = 3.32 饋電12#： I(2)d/ IZ = 5919/350 = 6.68 饋電14#： I(2)d/ IZ = 1886/350 = 5.39 饋電15#： I(2)d/ IZ = 1086/665 = 1.63 饋電16#： I(2)d/ IZ = 6612/350 = 18.89 饋電17#： I(2)d/ IZ = 1645/665 = 2.47 饋電18#： I(2)d/ IZ = 1982/350 = 5.66 饋電23#： I(2)d/ IZ = 1396/840 = 1.66 開關延時保護效驗 饋電7#： I(2)d/(8IZ) = 928/(8*40) = 2.9 饋電8#： I(2)d/(8IZ) = 928/(8*40) = 2.9 饋電9#： I(2)d/(8IZ) = 951/(8*40) = 2.97 饋電11#： I(2)d/(8IZ) = 2206/(8*95) = 2.90 饋電12#： I(2)d/(8IZ) = 5919/(8*50) = 14.5 饋電14#： I(2)d/(8IZ) = 1886/(8*50) = 4.71 饋電15#： I(2)d/(8IZ) = 1086/(8*50) = 2.71 饋電16#： I(2)d/(8IZ) = 6612/(8*50) = 16.53 饋電17#： I(2)d/(8IZ) = 1645/(8*95) = 2.16 饋電18#： I(2)d/(8IZ) = 1982/(8*50) =4.96 饋電23#： I(2)d/(8IZ) = 1396/(8*120)= 1.45 經校驗，各饋電開關保護靈敏度均符合要求。 八、127v電源的計算 最大負荷統計需用系數,取，Kx = 0.95 加權平均功率因數取，cos∮= 0.6 所帶負荷最大量計算 ∑Pe = (Sb× cos∮)/Kx = 4.0×0.6 /0.95= 2.4kw 電纜選擇 Ig = 17.4A 選用MY-0.127/0.38KV 3×4+1×4電纜符合要求，詳見供電系統圖。 壓降效驗 變壓器壓降⊿UT = (Pca* R+Qca* X)/Ue =(2.4×0.1068+3.192×0.1676)/0.127 = 6.23V 電纜壓降ΔUl = ∑Pe×R = 850×265/(133×42.5×6) = 6.64V 總壓降∑⊿U = ⊿UT + ⊿Ud = 6.23+6.64 = 12.87V 最遠點兩相短路電流計算 Z點： I(2)dz=Ue/{2[(∑R)2+(∑X)2]1/2}=133/{2[(1.05144)2+(0.19192)2]1/2} =62.22A詳見附圖11-13。 綜合保護熔斷器選擇 IR ≈Kx∑Ie=I2e=17.4 則，選擇15A 綜合保護熔斷器靈敏度效驗 I(2)dz /IR=62.22/15=4.15 ≥4 合格。 九、高壓供電說明 1、本設計高開 #供電來自于西區中央變電所高開 # 2、 #高開距離 #高開 米，供電電纜截面采用MYPTJ-3*35型 3、 #高開位于西翼軌道大巷 m處 4、 #高開距離本設計移變位置 m，供電電纜截面采用MYPTJ-3*35型 5、井下用信號照明保護裝置說明 6、每臺井下用信號照明保護裝置，照明設備負荷長度4mm2電纜不超過500m。 7、每臺井下用信號照明保護裝置，信號設備負荷長度4mm2電纜不超過600m。 第八節 排 水 1、根據地測提供數據，掘進工作面圍巖涌水量不超過2m³/h。 2、掘進過程中生產用水0.5m³/h。 3、預計24h最大涌水量為24×2.5=60m³， 4、排水系統：(工作面)北二下采膠帶巷→北二下采軌道巷→1#回風石門→下采回風上山→風井蓄水池(見附圖14) 。 1)根據巷道情況，設計迎頭的臨時排水點，安裝氣動水泵進行迎頭排水，在迎頭低洼處挖積水坑，坑深能滿足排水泵要求即可。當工作面氣動水泵不能滿足現場實際要求后進行安設污水泵。 2)排水能力選擇如下： 24h涌水量為24×2.5=60m³;根據計算選用BQW60/100-37型號的污水風泵1 臺，該泵揚程200m ，流量12.5m³/h，符合計算要求，排水管路選擇ø108mm排水管。 3)由當班定人定時檢查排水設施，由專門電鉗工排水設施維護。 第九節 照明、信號 一、照明系統 工作面照明由北二下采膠帶巷內高開引出照明線路向照明燈供電。 照明系統為：北二下采膠帶巷→北二1208-2運輸順槽拉門口→各配電點。 二、信號 1、信號：各部輸送機間設置獨立的雙向對打聲光兼備信號裝置。 2、運輸過程中刮板輸送機的信號規定： 一點停，二點運轉，四點點動刮板輸送機。 3、運輸過程中膠帶輸送機的信號規定： 一點停，二點運轉，四點點動膠帶輸送，五點漲緊絞車放繩，六點漲緊絞車緊繩。 第十節 通訊聯絡 1、1208-2運順掘進工作面最遠地點至礦調度之間距離小于10km，采用礦井現有DH-2000型有線調度指揮通訊系統，實現掘進工作面與礦調度的通訊聯絡。 2、掘進面通訊電纜選用MHYV1×4×1/0.97型，電話機選用KTH17型礦用本質安全型電話機。 3、距1208-2運順掘進工作面30～50m范圍內、當掘進巷道長度大于1000m時的巷道中部分別安設直通礦調度的有線電話機(見附圖15)。 4、電話機安設位置要便于使用、檢驗、圍巖穩定支護良好、無淋水、無雜物的地點。 5、通訊線路要保持暢通，懸吊要整齊，在動力電纜上方，間距為0.1m以上，接頭連接要規范。 6、掘進面電話機由當班班組長負責按規定位置移設和看護，并將電纜吊掛整齊，由安監員負責檢查監督。 7、通訊維護人員應定期檢查，測試在用通訊設備及線路，通訊系統出現故障后要及時處理，并向礦調度匯報。 8、直播礦調度電話號碼: 99。 第十一節 人員定位 1、1208-2運順掘進工作面最遠地點至地面中心站之間距離小于15km，采用礦井現有KJ405T型人員定位管理系統，實現對出入掘進工作面人員的定位管理。 2、選用系統配套的KJ405F型識別分站，識別距離為0-100m，最大位移不小于5m/s，并發識別數量不小于80，漏讀率不大于10-4。 3、距1208-2運順掘進工作面30～50m范圍內安設定位識別分站，分站應固定掛在巷幫中上部，確保準確掌握工作面人員數量(見附圖16)。 4、分站的位置應便于讀卡、觀察、調試、檢驗、圍巖穩定、支護良好、無淋水、無雜物。 5、所有入井人員必須攜帶KJ405-T型定位識別卡入井，入井前應檢查識別卡是否正常，如出現故障要及時更換，識別卡不正常的不準入井。 6、識別卡嚴禁擅自拆開。 7、通信線路應在動力電纜上方整齊懸吊，間距為0.1m以上，接頭連接要規范。 8、掘進面定位設備及線纜由使用單位負責看護，由安監員負責檢查監督。 9、維護人員要定期檢查，測試在用定位設備及線路，定位系統出現故障后要及時處理，并向中心站匯報。 第十二節 語音擴播 1、1208-2運順掘進工作面采用礦井現有KT175型礦用語音擴播通訊系統，做為該掘進工作面與礦調度通訊聯絡的補充。 2、距1208-2運順掘進工作面30～50m范圍內設置擴播音箱(見附圖17)。 3、擴播音箱安設位置要便于使用、檢驗、圍巖穩定支護良好、無淋水、無雜物的地點。 4、通訊線路要保持暢通，懸吊要整齊，在動力電纜上方，間距為0.1m以上，接頭連接要規范。 5、施工單位應每天安排電工巡檢通訊線路，跟進延伸廣播系統線路，發現問題及時處理，確保系統正常運行。如音箱出現故障時，要及時進行處理，保證通信暢通，并將處理結果報礦調度。 第六章 勞動組織與主要技術經濟指標 第一節 勞動組織與作業方式 1、勞動組織：各工種各班人員配備(見表7)。 2、作業方式：班組實行“三八”工作制，三個生產班 勞動組織表 表7 項 目工 種甲 班乙 班丙 班 生 產生產檢修生 產 系 統工 作 面隊 干111 班 長111 掘進工333 電鉗工0020 運輸機司機1101 運 料1101 安監員111 瓦檢員111 工作面小班合計777 系統小班合計999 第二節 作 業 循 環 為保證正規循環作業的完成，工作面施工必須根據勞動組織的人員配備，合理安排工序，充分利用工作時間，提高工時利用率(見表8)。 循環圖表 表8 第三節 主 要 技 術 經 濟 指 標 主要技術經濟指標(見表9)。 主要技術經濟表 表9 序號項目單位指標備注 1巷道長度m1345.5 2巷道斷面㎡12.9 14.3 3在冊人數人58 4出勤人數人44 5出 勤 率%75 6循環進度m1.6 7日循環次數次3 8日 進 尺m4.8 9月 進 尺m122 10循 環 率%85 11材料定額元/m1316.450-100.8m 區域內巷道 材料定額 12錨桿定額套/m16.25 13錨固劑定額支/m25.5 14鋼帶定額條/m1.25 15金屬網定額片/m2.5 11材料定額元/m2600.75100.8-1345.5m區域內巷道 材料定額 12錨桿定額套/m7.5 13錨索定額套/m8.75 14錨固劑定額支/m32.5 15鋼帶定額條/m1.25 16金屬網定額片/m2.4 第六章 安全技術措施 第一節 “一通三防”安全技術措施 一、局部通風管理 1、工作面局部通風機安設位置(見附圖5)，該處進風量必須大于590m3/min，并且局部通風機與回風口之間的巷道風速不小于0.25m/s，局部通風機吸風口上風側10m范圍內嚴禁堆放任何物品。 2、該工作面使用Φ1000mm膠質阻燃風筒供風。風筒吊掛必須平直、逢環必掛;風筒拐彎處必須設彎頭，嚴禁拐死彎;風筒接頭必須實行雙反壓邊、無反接頭且嚴密不漏風。 3、在與全風壓回風上風側第一節風筒上設置卸壓“三通”，以滿足工作面排瓦斯工作要求。 4、本工作面局部通風機實行“三專、兩閉鎖”(專用變壓器、專用開關、專用電纜、風電閉鎖、甲烷風電閉鎖)和“雙風機、雙專電源”。每天乙班由施工單位電工負責進行一次“雙風機，雙專電源”自動切換試驗，每五天由機電科、安監處、通風隊及施工單位聯合進行一次“雙風機，雙專電源”自動切換試驗，確保其功能正常，并有記錄存檔備查。工作面主局部通風機與同等能力的備用局部通風機自動切換交叉風筒采用直徑Φ1000mm長5m的抗靜電阻燃風筒制作。自動切換的交叉風筒安裝在局部通風機出口處，交叉風筒的接頭要嚴密不漏風，并且主局部通風機與備用局部通風機風筒高度保持一致。并距巷道底板高度不小于300mm。 5、主局部通風機和備用通風機的電源必須取自同時帶電的不同母線段的相互獨立的電源，保證主局部通風機故障時，備用局部通風機正常工作。如主局部通風機和備用通風機均失電停止運轉后，當電源恢復時，主局部通風機和備用通風機均不得自動啟動，必須人工開啟局部通風機。 6、風筒出口與工作面迎頭距離煤巷不準大于5m，白班延接風筒工作由專職風筒工負責，夜班由瓦斯檢查員及工作面班長共同負責。若風筒損壞必須及時進行修補。因風筒損壞造成工作面風量不足時，工作面必須停止工作，撤出人員，對風筒進行更換。 7、測風員至少每5天對局部通風機分流風量及工作面末端風量進行一次測定，如果風量不符合規定，必須立即停止工作面作業，查明原因，進行處理，并及時向礦調度、通風隊調度匯報。 8、局部通風機必須保證正常運轉，由施工單位電工負責管理局部通風機，任何人不得隨意停開局部通風機。 9、工作面必須執行計劃停風制度，因檢修或其它原因需要停電時，停電單位必須提前一天提出書面申請并經相關單位簽字同意后方可實施，并嚴格按申請規定停其中的一路電源。當兩路電源必須同時停電時，施工單位必須提前通知通風隊編制排放瓦斯措施及停送電措施，經礦總工程師組織相關單位會審后，嚴格按措施規定執行。 二、瓦斯管理 1、局部通風機必須與掘進巷道內的所有電氣設備實行“風電閉鎖”， 由機電科、安監處、通風隊及施工單位專職電工每五天對“風電閉鎖”裝置的性能進行一次試驗;掘進巷道內的所有電氣設備必須實行“甲烷超限斷電閉鎖”，信息中心負責每七天必須對“甲烷超限斷電閉鎖” 進行一次功能試驗，確保其功能靈敏、準確、可靠，并作好記錄存檔備查。 2、該工作面及其回風流中允許的最高瓦斯濃度為低于0.8%。如果瓦斯濃度達到0.8%立即停止作業，切斷電源,并采取措施進行處理，工作面瓦斯濃度達到1.5%或回風流瓦斯濃度達到1.0%時，必須立即撤出人員，并向礦調度、通風隊調度及有關領導匯報(人員撤離至本掘進工作面局部通風機處)。 3、巷道掘進過程中，若出現高頂，必須及時設置觀測管，對高頂的瓦斯濃度進行檢查，并由施工單位負責及時對高頂進行充填。工作面及其回風巷道內體積大于0.5m³的空間，積聚的瓦斯濃度達到2.0%時，其附近20 m范圍內必須停止作業，撤出人員，切斷電源，進行處理。 4、因工作面瓦斯濃度超過規定而被切斷電源的電氣設備，必須在瓦斯濃度降到0.8%以下，且回風風流全部經過回風處甲烷傳感器后，方可恢復送電。 5、工作面或回風流中二氧化碳濃度達到1.5%時，必須停止作業，撤出人員、匯報礦調度，查明原因，并采取措施進行處理。 6、工作面瓦檢員每班利用光學瓦斯檢測儀、多種氣體檢測器及直讀式溫度計對工作面有毒有害氣體及溫度進行檢查，并向調度匯報。 7、工作面設置專職瓦斯檢查員，每班對工作面的通風及瓦斯情況的檢查、匯報次數不少于3次，發現工作面存在“一通三防”隱患時，必須立即進行處理并及時向通風隊調度及有關領導匯報。 8、工作面作業時，迎頭必須懸掛便攜式甲烷檢測報警儀，瓦斯濃度達到0.8%時，立即停止作業，進行處理。 9、工作面臨時停工時不得停風，否則必須切斷電源、設置柵欄、揭示警標，禁止人員入內，瓦斯檢查員對柵欄外的風流中瓦斯濃度每小班至少要檢查匯報一次。 10、信息中心負責每七天對甲烷檢測報警儀進行一次功能試驗，確保其功能靈敏、準確、可靠，并作好記錄存檔備查。 11、掘進工作面抽放管路系統(掘進巷道內利用壓風系統管路進行抽放，壓風管路距工作面迎頭不超過30m，并備有不少于28m的4寸膠管)由專人對抽放管路定期進行檢查，抽放管路必須始終保持完好，并始終保持連接狀態，如果工作面停風在人員撤離前，由工作面班長(或跟班隊長)負責將抽放管路末端吊掛于距工作面迎頭不大于2m的巷道頂板，對工作面進行抽放。 12、局部通風機因故停止運轉在恢復通風前，必須首先檢查瓦斯和二氧化碳濃度，只有停風區中最高瓦斯濃度不超過1.0%和二氧化碳不超過1.5%，且局部通風機及其開關附近10m范圍內風流中瓦斯濃度不超過0.5%，方可由電工人工啟動局部通風機恢復正常通風。 13、如果停風區域中瓦斯濃度超過1.0%或二氧化碳濃度超過1.5%，但最高瓦斯和二氧化碳濃度均不超過3.0%時，瓦斯檢查員必須匯報礦調度、通風隊調度和礦總工程師，并與工作面當班班(隊)長、安監員、電工一起按如下規定執行： (1)確認是否切斷回風流所經巷道內的所有非本質安全型電氣設備電源; (2)撤出北二1216工作面及回風系統內所有人員，并在通往排瓦斯風流所經巷道各岔口處設置警戒;(人員撤離至本掘進工作面的局部通風機處) (3)在與全風壓混合風流中的10m處必須懸掛甲烷傳感器及便攜式甲烷檢測報警儀; (4)在局部通風機及其開關附近10m范圍內風流中瓦斯濃度不超過0.5%的情況下，方可人工啟動局部通風機，并利用排瓦斯“三通”控制送入掘進巷道內的風量，確保全風壓混合處風流中的瓦斯及二氧化碳濃度均不超過1.5%; (5)排放瓦斯過程中，在掘進巷道入口處排放瓦斯風流中的瓦斯濃度下降到0.8%以下、二氧化碳濃度下降到1.5%以下后，由瓦檢員、安監員、工作面班(隊)長一同進入掘進工作面進行檢查，確認整個掘進巷道通風、瓦斯情況正常后在工作面簽字，并向礦調度、通風隊調度匯報。 (6)排放瓦斯工作完畢后，電工對整個掘進巷道內的電氣設備進行檢查，確認完好后，方可人工恢復該掘進巷道內電氣設備的供電。 A、本掘進工作面排瓦斯回風流所經的路線 工作面→已掘北二采區1208-2運順→北二下采膠帶巷→北二采區1216工作面→北二采區1216回風繞道→下采回風上山→下采回風石門→北風井。 B、設警戒地點(見附圖18) a、本掘進工作面局部通風機處。 b、北二下采軌道石門與北二下采軌道運輸巷交叉口上風側10m處。 c、火藥庫風門內。 C、設置警戒要求: 警戒必須執行“去二回一制”， 警戒人員在設警途中清凈警戒區域內人員。警戒人員到達警戒地點后，一人執行警戒、一人返回通知瓦斯檢查員，并在瓦斯檢查員手冊上簽字。警戒人員必須堅守崗位，嚴禁任何人員進入排瓦斯回風所經巷道。 14、若停風區中瓦斯或二氧化碳濃度超過3.0%時，必須啟動抽排系統，將停風區中瓦斯或二氧化碳濃度降到3.0%以下。并另行編制專項排放瓦斯措施，報礦總工程師批準后，按措施進行排放。 15、工作面必須實行有計劃停風，排放瓦斯嚴格執行排放瓦斯制度。 16、一旦工作面停風，按下列程序啟動瓦斯抽排系統(見附圖19)： (1)由施工單位將抽排瓦斯膠管連接至壓風管路末端，并吊掛于距工作面不超過2米的巷道頂板處。 (2)由施工單位打開壓風管路末端閥門，確認壓風吹工作面。 (3)人員撤離至順槽口時，由施工單位關閉順槽口壓風總閥門，由瓦檢員開啟順槽口瓦斯抽排閥門，使之處于抽排狀態。 (4)該工作面最低抽放能力為7m3/min。 17、爆破工、掘進隊長、通風隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工及瓦檢員進入工作面，必須攜帶便攜式瓦斯檢測儀。 三、防滅火管理 1、巷道掘進過程中，頂部嚴禁留有頂煤;施工單位必須及時清除浮煤，并增加兩幫、頂板的灑水量，防止浮煤氧化自燃。 2、掘進回風流的氣體情況由專職防火人員每7天進行1次檢查，如風流中出現一氧化碳氣體，必須查明原因，由通風隊立即組織進行處理。 3、工作面嚴禁攜入汽油、煤油等易燃物品，使用的潤滑油、棉紗、布頭等必須裝入蓋嚴的鐵桶內，用過的棉紗、布頭等也必須裝入蓋嚴的鐵桶內，并由專人定期送至地面進行處理，不得亂扔亂放，嚴禁將各種剩油隨地潑灑。 4、每天由電工對工作面的電氣設備進行檢查，防止電氣設備發生短路、漏電及過載等引起火災。 5、一旦掘進巷道內出現明火，所有人員必須按如下規定執行： (1)現場人員必須視火源性質，立即采取直接滅火，控制火勢，并迅速匯報礦調度。 電器設備著火時，必須先切斷電源。在切斷電源之前，只準使用不導電的滅火器材進行滅火，油脂著火時立即使用滅火器滅火。 (2)在現場人員滅火過程中，由工作面班(隊)長組織處理，由瓦檢員負責檢查瓦斯、一氧化碳等其它有害氣體的變化。若火勢無法控制或風流中瓦斯、一氧化碳等有害氣體濃度超過《煤礦安全規程》規定，必須立即撤出掘進巷道內所有人員，到入風大巷聽候指示。 (3)當工作面及已掘順槽出現內因火災時，首先停止工作面掘進及其他作業，切斷電源，立即使用水或滅火器將明火熄滅，然后將起燃物徹底清除，并在起火點附近打注水孔進行注水，或者注入滅火材料，并隨時觀測溫度和CO等氣體變化情況，派專職防火員在起火點及其附近做好滅火和防火檢查工作，直至確認火災完成熄滅。 (4)礦調度在接到工作面著火的報告后，立即按《礦井災害預防與處理計劃》通知礦有關領導組織實施滅火工作，并立即通知本掘進工作面回風系統內所有人員立即向副井方向撤離。 6、掘進期間工作面過斷層及出現高頂防火措施 (1)瓦檢員每班加強對工作面的斷層處CH4、CO、溫度等氣體濃度進行檢查，發現問題采取措施、進行處理，并向通風調度匯報。 (2)施工單位每班對斷層及高頂處進行灑水，保證斷層及高頂處處于濕潤狀態。 (3)瓦檢員每天對高頂內CH4、CO、溫度等氣體濃度進行檢查，發現CH4濃度超過0.8%、CO濃度超過0.001%或溫度超過規定，必須立即停止工作面作業，進行處理，只有CH4降至0.8%以下、CO濃度低于0.001%、溫度小于規定后，方可恢復作業。 四、防塵管理 1、掘進機前掘時，必須開啟掘進機內外噴霧，并確保其效果良好，否則嚴禁割煤。 2、距工作面30~50m范圍內安設一組凈化噴霧，掘進順槽內隔每100米安設一組凈化噴霧，前掘時正常開啟，保證全斷面覆蓋、霧化效果良好。 3、掘進隊每天必須設專人對整個掘進巷道及出貨系統沖洗一次。各轉載點噴霧齊全、正常使用，并及時清除浮煤。 4、該工作面執行《綜合防塵管理制度》對巷道進行消塵，防止巷道內煤塵堆積。 5、定期對各作業地點粉塵濃度進行測定。 6、加強個人防護，進入工作面作業人員必須佩帶防塵口罩。 五、串聯通風安全技術措施 北二采區1208-2運順掘進工作面的回風,進入北二采區1216工作面形成一次串聯通風,為確保通風安全，根據《煤礦安全規程》有關規定,特制定串聯通風安全措施如下: 1、北二采區1208-2運順掘進工作面與北二采區1216工作面分別設專職瓦檢員，每班對工作面的通風、瓦斯等情況進行不少于3次的巡回檢查，發現問題必須及時匯報和處理，嚴格按照“一通三防”各項管理規定對北二采區1208-2運順掘進工作面及北二采區1216工作面的“一通三防”設施及設備使用情況仔細檢查，發現問題及時進行處理并向相關領導匯報。 2、機電科加強對北二采區1208-2運順掘進工作面及其回風所經巷道內的電氣設備的檢查, 杜絕失爆，并嚴格執行停送電制度。 3、北二采區1208-2運順掘進工作面、北二采區1216工作面必須按規定設置和使用轉載噴霧及凈化噴霧。 4、因檢修、停電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源?；謴屯L前，必須檢查瓦斯。只有在局部通風機及其開關附近10m 以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機。 5、由信息中心負責在北二采區1208-2運順口下風側10米處設置一臺甲烷傳感器，甲烷傳感器的報警、斷電、復電范圍要符合如下規定： CH4報警濃度CH4斷電濃度CH4復電濃度CH4斷電范圍 CH4≥0.5%CH4≥0.5%CH4<0.5%北二采區1208-2運順、北二采區1216工作面及其回風系統內所有非本質安全型電氣設備電源。 6、信息中心要按規定對甲烷傳感器進行調校和功能測試、確保瓦斯監控、監測系統靈敏可靠。 7、當北二1208-2運順發生火災、煤塵、瓦斯事故時，由工作面當班的(班)隊長、安監員、瓦檢員組織撤離，并向礦調度匯報。 (1)即人員由工作面→已掘北二采區1208-2運順→北二下采膠帶斜巷→架空人車道→-845入風巷→-850配風巷→井底車場→副井→地面(人員在未到達新鮮風流巷道前必須佩戴自救器)。 (2)北二采區1216工作面撤離路線： ①人員處在災害點入風側時：由工作面→運順→北二下采軌道巷→北二下采南翼軌道石門→-845軌道巷→-850軌道大巷→-850配風巷→井底車場→副井→地面 ②人員處在災害點回風側時(人員佩戴自救器)：由工作面→回順→北二下采軌道巷→北二下采南翼軌道石門→-845軌道巷→-850軌道大巷→-850配風巷→井底車場→副井→地面。 8、當工作面發生以上事故，由工作面班、隊長負責組織人員撤離，瓦檢員負責檢查瓦斯，安檢員負責現場安全監督，人員在撤離時由班、隊長向礦調度匯報。礦調度立即通知其它可能受災害威脅地點人員迅速撤離，其避災路線執行各自作業規程中的有關規定。 第二節 開拉門安全技術措施 1、施工前由隊長負責組織技術人員傳達貫徹《作業規程》及相關措施，并進行簽字后方能下井作業。 2、巷道拉門施工前必須做好準備工作(通風系統、防塵噴霧系統、風水管路、機電設備、瓦斯監測系統)，具備施工條件，經礦職能部門驗收后，方準開工。 3、施工前地測部門提前給出巷道開口位置，標好中線，施工單位嚴格按中線組織施工。 4、開口前必須對巷道開口處支護和環境進行檢查，爆破作業時做好設備設施的掩護工作。 5、開口前必須準備好各種支護材料和所需工具。 第三節 頂板安全管理措施 1、進工作面前，由班長(帶班隊長)、安監員、瓦檢員對工作面進行“三位一體”的安全檢查，發現問題立即處理，否則禁止開工作業。 2、人員作業，必須在有臨時支護或永久支護的幫頂下作業，嚴禁空頂作業。 3、嚴格執行敲幫問頂制度，工作面前掘后，安裝前探梁前和永久支護前都必須進行敲幫問頂，每支護完一條帶，進行一次找幫找頂，將浮石險塊找凈，在確保安全的條件下，方可作業。 4、敲幫問頂必須由班組長及有經驗的老工人進行(一人監護、一人作業)，且必須站在安全地點，并找好退路;由監護人員站在安全地點觀察頂幫安全情況，一旦發現危險情況立即發出警號，及時撤至后方安全地點。 5、敲幫問頂時，必須堅持由外向里、先頂后幫的原則，使用專用撬棍將工作面頂板、兩幫危矸活石全部撬掉、撬凈;敲幫問頂時，工作人員嚴禁背對或站在浮石可能掉落范圍內。 6、出現頂板壓力大、頂板離層、托盤變形、鋼帶斷裂，要立即停止前掘，撤出巷道以里的所有人員，由跟班副隊長向礦領導匯報，制定解決方案，補充加強巷道支護安全技術措施。 第四節 防治水措施 1、施工中必須堅持“預測預報、有疑必探，先探后掘、先治后采”的防治水原則。 2、掘進過程中要對工作面出水征兆觀察，工作面發現有掛紅、掛汗、空氣變冷、出現霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂板來壓、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、水色發渾、有臭味等突水預兆時，必須停止作業，采取措施，立即報告調度室，發出警報，撤出受水威脅地點的人員。 3、當險情不能處理時，組織所有施工人員有組織、有順序的按照水災避災路線撤離災區。 第五節 機 電 一、井下用電相關的執行措施及要求 1、所用的電氣設備必須符合完好標準及檢修質量標準、且電纜必須符合阻燃要求。 2、井下防爆電氣設備的運行、維護和修理工作，必須符合防爆性能的各項技術要求。失爆設備嚴禁繼續使用。 3、形成的供電系統的各種保護裝置，必須齊全、合理、合格、靈敏、可靠。 4、所用的電氣設備不應超過其額定值運行。 5、所用的電氣設備上，應明顯地標出其電壓額定值。 6、一切容易碰到的裸露的電氣設備及其帶動的機器外露的轉動和傳動部分，都必須加裝護罩或遮攔。 7、嚴格執行井下供電“十不準”。 8、嚴禁掘進工作面動力電源，甩掉風電閉鎖和瓦斯電閉鎖施工。 9、電氣設備放置與地平面垂直，最大傾斜角度不得超過15°。 10、電氣設備不準用水沖洗或浸入水中，在滴水處放置的電氣設備應設置防水設施。 11、對掘進機拖拉段電纜加強日常檢查維護工作。 12、加強日常維護，提高完好防爆的處理及檢查工作，設置專職人員，嚴格執行礦機電管理制度 13、設置專職人員，做好日常檢查、維護工作，發現問題及時處理或上報，并做好記錄。 14、維修電氣設備時要使用保安工具。如：絕緣夾鉗、絕緣手套、絕緣靴等。 15、對電氣設備進行驗電、接地、放電工作時，應在瓦斯濃度為0.5%以下時進行。 16、驗電、放電工作前、工作中必須檢查瓦斯濃度。 17、停電前，做好書面申請或采用其它可靠的聯系方式，得到批準后，方可進行停電施工。 18、井下電氣作業，必須嚴格執行停送電管理制度，嚴格執行誰停電、誰送電的停電制度，嚴禁約時停電、送電。嚴禁帶負荷拉開隔離開關。 19、停電、斷開的開關必須加鎖，并在其上懸掛“有人作業，禁止送電”的停電牌。 20、本級次供電設備作業，必須停掉上級次供電開關，且掛設停電牌或設專人看護。 21、井下負荷變更或臨時取電源，必須履行供電手續。 二、膠帶輸送機管理規定及檢修安全措施 1、機頭、機尾必須安裝信號裝置，且保證靈敏、可靠。 2、膠帶輸送機機頭、機尾以及膠帶底部的浮煤必須及時清理干凈。 3、每臺膠帶輸送機至少設置一個行人過橋，人員跨越皮帶必須走過橋。 4、膠帶輸送機各種保護必須齊全、靈敏、可靠。 5、每班開工前，皮帶必須空載運行一周，對皮帶接頭連接情況進行檢查，發現問題及時處理。 6、定期檢查膠帶輸送機機頭、尾穩固情況，發現問題及時處理，處理好后方可作業。 7、主體架人行側用防護網(網孔規格70×80mm)擋嚴，機頭、機尾安設防護罩。 8、作業過程中必須將煤矸破碎到300×300mm以下方可使用膠帶輸送機運出。 9、膠帶運輸機運轉過程中，注意觀察運行情況，如有刮卡，及時停止運轉，方可進行處理。 10、當皮帶損壞時，需及時換帶，換帶前，將皮帶上的貨物轉空，并及時把皮帶控制開關停電閉鎖，并懸掛“有人作業、禁止送電”字樣的警示牌。 11、換帶時，必須兩人配合作業，一人為信號工，另外一人為操作工，同時信號工監護操作工作業，當出現任何異常，及時停止漲緊絞車運轉。 12、操作工與信號工一起檢查張緊跑車是否完好、有無掉道現象，確認無問題后，方可正常松繩。 13、松繩時，操作工在拽繩期間嚴禁戴手套，注意觀察導繩輪運行情況，如有刮卡，及時停止漲緊跑車運轉。 14、操作工在拽繩時，兩手必須與導繩輪留有不小于0.5m的安全距離，確保在作業時，手不被碰傷。 15、操作工與信號工配合切斷皮帶(斷口選在皮帶不完好的接頭處)，并將需要儲存的皮帶及皮帶斷口處打扣，打扣時，兩人相互配合好，扣機放在平穩地點，身體任何部位不能接觸扣機，掄錘前，檢查錘頭是否牢固，不合格的及時更換，避免掄錘時傷人。 16、漲緊跑車松繩和緊繩過程中，信號工手扶信號按鈕，隨時觀察漲緊跑車運行是否正常，發現異常情況及時停機處理，處理好后，方可繼續作業。 17、儲帶工作結束后，啟動漲緊跑車運轉，進行緊皮帶作業，當漲緊跑車鋼絲繩緊至適當位置，啟動皮帶運轉，待一切運轉正常，方可向皮帶上裝貨。 三、使用掘進機管理規定及日常檢修維護安全措施 1、掘進機必須裝有只有以專用工具開、閉的電氣控制回路開關，專用工具必須由專職司機保管。司機離開操作臺時，必須斷開掘進機上的電源開關。 2、在掘進機非操作側，必須裝有能緊急運轉的按鈕。 3、掘進機必須裝有前照明燈和尾燈。 4、開動掘進機前，必須發出警報。只有在鏟板前方和截割臂附近無人時，方可開動掘進機。 5、掘進機作業時，應使用內、外噴霧裝置，內噴霧裝置的使用水壓不得小于3MPa，外噴霧裝置的使用水壓不得小于1.5MPa;如果內噴霧的使用水壓小于3MPa或無內噴霧裝置，則必須使用外噴霧裝置和除塵器。 6、掘進機停止工作和檢修以及交接班時，必須將掘進機切割頭落地，并斷開掘進機上的電源開關和磁力啟動器的隔離開關。 7、檢修掘進機時，嚴禁其他人員在截割臂和轉載橋下方停留或作業。 8、檢修時必須將掘進機切割頭落地，并斷開掘進機上的電源開關，嚴禁其他人員在截割臂和轉載橋下方停留或作業。如檢修需要確需抬起切割頭時，切割頭必須用方木墊起或用鋼絲繩固定在頂板上，保證穩固可靠，防止檢修時油缸泄液，切割頭下落造成意外事故。 9、維修人員在掘進機下方作業時，必須根據情況將后支撐及履帶用方木可靠墊起，斷開掘進機電源開關，將各操作手把打到停止位置，安排專人看守操作臺，防止無關人員誤操作，確保檢修安全。 10、檢修中或檢修完成后需要試車時，應保證設備上無人工作，切割頭附近無人，先進行點動試車，確認安全正常后方可進行正式試車或投入正常運行。 11、掘進機空轉檢查時，只準二人在掘進機附近(距截割頭、星輪不小于2m的位置)配合作業。其中一人檢查，一人監護，并在掘進機前后不小于3m的位置專人設警戒。檢查期間，警戒區域內禁止任何人員通過。 12、檢查行走部時，必須清除掘進機5m范圍內的無關人員。 13、處理掘進機故障(含更換截齒、刮板)時，必須斷開掘進機電氣控制回路開關，切斷掘進機電源。 四、刮板輸送機安、拆安全措施 1、安裝施工方法 (1)嚴格按使用維護說明書指定順序安裝，原則上執行誰拆誰裝的辦法，確保安裝合格，符合質量標準。 (2)刮板輸送安裝順序為機頭、減速機、電機、過渡節、溜子板、機尾、錨鏈刮板、尾滾。 (3)刮板輸送機鋪設前，必須將安裝地點底板整平，保證刮板輸送機鋪設平、直。 (4)安裝過程中要根據使用說明書記錄的噸位合理選擇起重機。 (5)安裝過程中，各零部件必須上齊并保證完好，嚴禁亂扔亂放。 (6)刮板輸送機各部件鋪設完好后機頭、機尾必須打底錨固定。機頭底錨數量為4根，機尾底錨數量為2根，采用Φ20mm×2200mm錨桿全長錨固。打在固定的基坐孔內。 (7)對鏈時選用2噸以上的起重機在過渡節處將溜子槽中錨鏈兩端鎖好，施工人員將兩端錨鏈逐步鎖緊，達到正常運轉， 2、拆除施工方法 (1)首先用起重機在刮板輸送機過渡節處將錨鏈鎖好，并逐步鎖緊將錨鏈斷開。 (2)拆除過程中根據使用說明書記錄的噸位合理選擇起重機，按順序分解機頭、減速機、電機、過渡節、溜子板、機尾、錨鏈刮板、尾滾。 (3)錨鏈斷開后將錨鏈分解從溜子槽中抽出擺放到指定地點碼放整齊。 (4)拆除的溜子板要擺放到指定地點碼放整齊。 五、刮板輸送機檢修安全技術措施 1、刮板輸送機檢修時，由兩人配合在輸送機范圍內檢查作業，并指定一人停送電(執行專人停送電制度)其中一人檢查。 2、處理刮板輸送機故障時(例：更換刮板、螺絲)時，必須將刮板輸送機控制開關停電閉鎖并設專人監護。 3、若需要掐鏈時，必須在機頭5m范圍內設好警戒，與工作無關的人員禁止進入工作區域。 六、使用起重機安全措施 1、采用起重機對設備進行起吊和組裝前，必須檢查起重機噸位是否合適，大小輪、逆止裝置是否齊全完好。 2、在掛起重機時，要檢查起重機是否好使，周圍頂板是否安全可靠。拽起重機時，拽起重機人員要站在巷道上方拽，其他人員也要站在巷道上方，重物下面不準站人、通過或進行其它工作，若需進行設備的擺正、轉動等工作，可采用打木垛或用長工具推等方法，且使用長工具操作時，作業人員嚴禁在物件下方作業。起吊重物必須選擇牢固的起吊點(用錨索做為起吊點)，重物起吊時，必須找好重心，保證受力均勻。 3、人員使用起重機運件或起吊時，作業人員躲開起重機受力掉落范圍，起重件滑竄范圍內不準有人，施工現場有班長以上管理人員設專人對各連接處、受力處嚴密注視，發現問題，及時處理，否則，嚴禁作業。 第六節 運 輸 1、提放車前司機要對絞車進行空載試運轉，檢查絞車穩固狀態、車閘、試驗信號裝置，發現問題及時處理，嚴禁絞車帶病作業。 2、提放車前把鉤工檢查距鉤頭20m內鋼絲繩是否完好、道岔、車況(銷鏈、礦車底盤、裝載物料是否有超寬、超長、超高、是否偏載)等情況，無問題后，方可打點動車，發現問題及時處理。 3、傾斜巷道運輸時，礦車之間的連接、礦車與鉤頭之間的連接必須使用帶有防止自行脫落鉤的銷子連接。 4、鋼絲繩在一個捻距內斷絲面積與總斷面積之比超過10%(包括10%)，鋼絲繩磨損后直徑減少達10%，鋼絲繩腐蝕嚴重，點蝕麻坑形成溝紋，外層鋼絲繩松動時，必須及時處理或更換，否則嚴禁使用。 5、絞車司機必須帶電放車，嚴禁放飛車。 6、絞車司機操車時注意力集中，發現拉不動車、鋼絲繩松馳等意外情況必須立即停車，待情況弄清后再動車，提放車必須聽清信號，否則不準開車。 7、車行至擋車器前約20m時減速或停車，待擋車器打開后再運行，擋車器只有在車通過時打開，其它時間予以關閉。 8、絞車滾筒纏繩排列必須整齊，不允許出現咬繩和紊亂現象。 9、絞車停止運轉后必須切斷電源，并閉鎖，臨時停車絞車司機嚴禁離崗。 10、提放車前把鉤工必須沿線清人，并檢查線路是否暢通，然后方可發出信號變紅燈，變燈之后任何人員不住進入紅燈作業范圍內。 11、處理掉道車時，不許摘鉤頭，且鋼絲繩必須繃緊，人員嚴禁位于車傾倒側。 12、聲光信號裝置必須齊全、靈敏、可靠，斜巷上、下必須設紅綠燈 信號。 13、在斜巷裝卸料時，礦車必須用錨鏈鎖牢，確認安全后再作業。 14、在絞車硐室內懸掛牌板(按機電科給定數據)注明車型、繩徑、掛車數、坡度等主要參數。 15、斜巷必須設好“一坡三擋”，保證靈活可靠(絞車前方25m～40m處設置一個擋車欄，擋車欄、阻車器必須處于常閉狀態，只有車輛正常通過時方可打開，車過后及時關閉。 16、電鉗工定期對絞車、信號及阻車裝置進行檢查維護。 17、未盡事宜按《紅陽三礦小絞車管理匯編》執行。 第七節 其他安全技術措施 一、打眼及安設錨桿、錨索安全技術措施 1、使用MQT-130/3.1氣動錨桿(錨索)鉆機打眼安全技術措施 (1)頂板支護打眼順序應從激光照射的眼位開始，在由兩側邊眼向中間方向進行施工。 (2)使用錨桿機時，操作人員分腿站立，雙手緊握操作手把，身體保持平衡。 (3)鉆孔時，不要一味加大推力，以免降低轉速，造成卡鉆、斷釬、傷人事故。 (4)鉆孔時，領釬工嚴禁戴手套及用手去拭握鉆桿。 (5)領釬工一手握住錨桿機扶手，一手將短釬桿插入錨桿機旋轉機座孔內，向操作人員發出開鉆信號。 (6)操作人員緩緩開啟氣腿閥門，使氣腿慢慢升起，對準眼位頂緊，點動錨桿機，待眼位固定鉆進一定深度時，開水，領釬工退到操作人員身后側進行監護。 (7)待短鉆桿基本進入巖體，操作者應停風、停水并落下氣腿;領釬工待錨桿機停止運轉后，拔出短鉆桿，換上長鉆桿，打至設計深度。 (8)鉆孔到位后，停止推進，調小出水量，減慢鉆桿轉速，使錨桿機靠重力平穩地帶著鉆桿退出。 (9)錨桿機回落時，手不要扶在錨桿機腿上，以防傷手。 (10)錨桿機加載和卸載時，會出現反扭矩，應握穩搖臂手把，取得平衡。特別是突然加載和卸載時，操作者更應站穩，合理把持搖臂手把。 (11)施工結束后，將錨桿機放到指定工具架內進行擺放，防止傾倒，造成事故。 2、使用7655型氣腿式鑿巖機打眼安全技術措施 (1)巷幫支護打眼順序應從上一循環接茬位置開始，由后向前逐根進行施工。 (2)鉆孔時，領釬工嚴禁戴手套。 (3)領釬工站在鑿巖機一側，兩手抓穩鉆桿，對準標好的眼位，向操作人員發出開機信號。 (4)操作人員將鑿巖機操縱閥開到輕轉位置，待眼位固定后在進行全速鉆進。 (5)打眼過程中，要隨時觀察幫頂情況，發現有片幫、掉頂危險時，必須立即停止作業，進行處理; (6)打眼過程中，要經常檢查鉆機運轉情況及風水管路連接情況，出現異常情況時，必須停機處理。 (7)打至設計深度后，撤鉆;關閉水閥門，小開風閥門，使鉆桿在旋轉中退出眼孔，關閉風閥門。 (8)打底眼時，鉆桿拔出后，應及時用物體把眼口封護好，防止煤巖塊堵塞眼孔。 (9)施工結束后，將鑿巖機放到指定工具架內進行擺放，防止傾倒，造成事故。 3、安設錨桿、錨索安全技術措施 (1)安注錨索、錨桿前要先檢查錨固劑及錨索、錨桿質量是否合格，不 合格的禁止使用。 (2)打眼結束后，卸下釬桿，使用錨桿、錨索將樹脂藥卷頂至孔底，再將攪拌器尾部六方頭插入鉆機上，緩開氣腿閥門，開機攪拌，邊攪邊推，直到錨桿頂端推到眼底，打完一個眼應注一個眼，注意不要用力過猛及不能反復抽拉錨桿、錨索，以防捅破錨固劑影響錨固質量。 (3)安設完畢后，卸下攪拌器，如此循環作業。 (4)用力矩扳手及錨索張拉機具，檢查錨桿、錨索預緊力情況，發現有松動現象，及時進行處理。 (5)錨索鎖緊過程中，人員站在旁側操作千斤頂，其他人員撤到安全地點。 (6)工作面如遇高頂(巷道高于設計高度1.0m視為高頂)補打錨桿、錨索及安裝錨桿、錨索時，操作人員首先搭設牢固工作平臺，工作平臺采用不小于Φ18cm開拌或120×100mm方木做橫梁和立柱，上方鋪設不小于50mm厚跳板，跳板不得探出橫梁300mm，其連接部位必須用雙股8#鐵線擰緊使其牢固，每班開工前，必須檢查平臺是否完好。 二、錨桿、錨索拉力測試安全技術措施 1、操作人員必須熟悉掌握手動油泵、氣動油泵、千斤頂的性能、結構和使用原理。 2、操作前，首先檢查設備各部位及表盤是否完好，發現問題及時處理，否則禁止進行測試。 3、操作前，操作人員要詳細檢查測試地點幫頂情況，發現問題隱患及時處理，否則不準測試。 4、操作人員要兩人或兩人以上互相配合作業，操作人員對幫錨桿測試時不準正對千斤頂，對頂錨桿、錨索測試時不準站在千斤頂正下方，以防止千斤頂脫落傷人。 5、巷道高度達到2m對頂板錨桿、錨索做測試時將千斤頂使用不小于8#雙股鐵線綁在頂板金屬網上并設好梯子，梯子要放穩，扶牢，防止操作人員登高踩空。 6、操作過程中，千斤頂一次張拉行程超過125mm時未達到測試標準時應進行多次張拉。 7、對錨桿、錨索進行測試時，不得將錨桿螺母、錨索鎖頭卸下。 8、對測試后的錨桿、錨索要重新預緊，對失效錨桿、錨索必須在失效地點200mm范圍內重新補打，確保被測試地點支護有效。 9、無關人員途徑測試地點必須經測試人員同意方可經過，否則嚴禁通行 10、測試錨桿、錨索時不準超過額定壓力，以免損壞油泵。禁止對錨桿進行破壞性測試(達到標準即可)。 11、做好測試后的相關記錄，將手動油泵卸下裝入指定地點擺放整齊，并按照使用維護說明書做好手動油泵保養工作。 三、管棚式超前支護安全技術措施 1、打眼前應按照設計要求，定好眼位，作出標記。 1、在工作面頂板迎頭打眼時，嚴格執行“敲幫問頂”制度。 2、打眼時，設專人監護幫頂情況，發現異常情況立即停止作業進行處理。 3、打眼后應用風對孔內巖(煤)渣進行清除。 4、安裝鐵管時，首先檢查深度是否符合設計要求，管與管連接情況，若不符合必須重新補打。 5、用大錘釘排桿時，要檢查好錘頭與錘把間的鏈接，在作業時非作業人員不得進入工作區域內。 四、架U型鋼棚安全措施 1、挖腿窩時嚴格按巷道中心線找好腿窩位置，按腰線找好腿窩深度，開始挖腿窩(腿窩深不小于200mm)，挖腿窩時設專人進行監護。 2、腿窩找好后，先將棚腿放入腿窩里并用8#鐵線將棚腿固定在幫錨網上，以防倒腿傷人。 3、施工地點必須搭設牢固可靠的工作平臺，立柱和橫梁采用150mm×150mm的方木，工作臺跳板采用50mm以上厚的木板，各搭接點用“U”型卡子連接且“U”型卡子螺絲擰緊保證牢固，立柱間距不大于2m，作業過程中要經常檢查作業臺的穩定性，經檢查合格后，方可使用。 4、工作平臺搭好后，然后開始上梁，梁與棚腿搭接490mm，上梁時作業人員聽從班長統一指揮，手不許放在梁背上，并做到口令一致，動作協調。 5、上梁完畢上齊卡子、拉子。且各卡子、拉子螺絲必須擰緊，找好棚距(0.8m)與迎山角(迎上角為巷道坡度的七分之一度)，棚腿距巷道中心寬度，然后按要求對幫頂進行剎柈。 6、幫頂剎柈必須接幫接頂，不低于3層，且剎實、剎嚴，打緊楔子。 7、上梁及頂板剎拌子期間設專人進行警戒，嚴禁任何人通行，剎頂人員必須配備工具袋，使用的小型 工具，應裝入工具袋內，不準在拌子或鋼梁上亂放工具，防止剎拌期間墜物傷人。 五、過火層巖安全技術措施 1、距火成巖10m前，停止作業，打鉆探明火成巖產狀，若煤層已斷失另行編制專項措施。若煤層未完全斷失，執行如下措施。 2、距火成巖5米前，對煤層進行突出危險性預測，方法及指標同區域驗證方法，只有Δh2<200pa、最大鉆屑重量<6.0kg/m，并且無其他突出預兆，方準繼續前掘作業。 3、過火成巖前，對火成巖里側煤層進行突出危險性預測，每米測一次Δh2，只有Δh2<200pa(干煤)或Δh2<160pa(濕煤)，并且無其他突出預兆，方準繼續前掘作業。 4、過火成巖期間，加密區域驗證至每5米進行一次，直至過完火成巖。 5、若Δh2≥200pa(干煤)或Δh2≥160pa(濕煤)或最大鉆屑量≥6.0kg/m或有動力現象等突出預兆時，必須立即停止作業，經公司、礦根據現場情況制定預抽或釋放瓦斯防突措施，報公司總工程師批準后方準實施。 第八章 災害事故應急、自救、互救措施及避災路線 第一節 災害應急措施 一、瓦斯、煤塵爆炸事故應急措施 1、事故發生后，處于災區的人員一定要保持頭腦清醒，要迅速背向空氣震動的方向、臉向下臥倒，并用濕毛巾捂住口鼻，以防止吸入大量有毒氣體;與此同時要迅速戴好自救器，盡快撤離災區，撤離時要正確佩戴好自救器，不要慌亂，盡量低行。 2、撤離時，遇險人員必須在當班現場負責人的組織帶領下，按避災路線迅速進入進風風流中，撤離危險區。撤離時，應兩人以上同行，要互相幫助，互相照顧。 3、在撤離過程中聽到或感覺到爆炸聲或有空氣震動沖擊波時，應立即背向聲音和氣浪傳來方向，臉向下，雙手置于身體下面，閉上眼睛，迅速臥倒，頭部盡量低，有水溝的地方最好躲在水溝邊上或堅固的掩體后面，用衣服將自己身上的裸露部分盡量遮蓋，以防火焰和高溫氣體灼傷皮膚。 4、當通過風門時，應隨手將風門關好，以防風流短路、紊亂，造成事故范圍擴大。 二、火災事故應急措施 1、遇到火災事故時，能滅(火)則滅，不能滅(火)則迅速撤離。 2、事故發生后，處于災區的人員一定要保持頭腦清醒，要首先判明災情和自己的實際處境，迅速戴好自救器立即撤離災區，佩戴自救器行走時不要摘口具說話，只能打手勢，以防中毒。 3、撤離時，遇險人員必須在當班現場負責人的組織與帶領下，按避災路線迅速進入進風風流中，撤離危險區?；仫L側的人員能越過火區時，最好快速穿越火區，然后和進風側人員沿進風線路撤退。若回風側人員不能越過火災地點時，應迅速佩戴好自救器，沿最近巷道快速進入其它進風風流巷道。撤離人員中的最后一人通過風門時，應隨手將風門關上，以防風流短路，通風系統紊亂，導致采區受災范圍的擴大。 4、撤離過程中，不要奔跑，防止自救器脫落。同時要防止瓦斯爆炸，當沖擊波或火焰襲來時，應立即趴下，以避開爆炸波的沖擊、火焰的灼傷或有毒有害氣體的襲擊。 三、突水事故應急措施 1、發生突水事故后，現場人員應將突水情況立即向調度室匯報，并在現場負責人的帶領指揮下迅速開展搶險排水工作，保證排水設施達到最大排水能力，盡可能使工作面不淹或降低工作面淹沒速度，為進一步有效開展防治水工作贏得寶貴的時間。 2、若水勢過猛，無法搶救，凡受到水災威脅地區的所有人員都必須在當班現場負責人的帶領下撤出危險區域，撤離時應有組織地避開壓力水頭，沿著規定的避災路線迅速撤退。 四、冒頂應急措施 1、事故發生后，處于災區的人員一定要保持頭腦清醒，對事故的類型和發生地點作出正確分析，然后立即采取自救與互救措施，并及時向調度室匯報。 2、對于局部冒頂應先對臨近冒頂處的巷道采取加固措施，然后用架抬棚穿長梁的方法由外向里逐段進行出矸、架棚、背木接頂，完成冒頂區的巷道處理工作。 3、冒頂堵人事故的處理 (1)首先探明冒頂區域范圍和被埋壓堵截的人數與位置。一般采用呼叫、敲打等方法。 (2)積極恢復冒頂區的正常通風，如暫時不能恢復時應利用水管、壓風管及開掘巷道、打鉆孔等方法向被困人員供新鮮空氣、飲料和食物。 (3)處理冒頂過程，必須始終堅持從外向里的原則加強支護，防止二次冒頂，必要時可開掘通向遇難人員的專用巷道。 (4)遇有大塊巖石威脅遇難人員時，可使用千斤頂等工具移動石塊。應盡量避免破壞冒落巖石的堆積狀態。 五、礦井停風應急措施 如果該工作面受停風影響應立即停止工作，切斷施工地點所有非本質安全型電氣設備的電源并將開關全部操作至“零位”，并閉鎖，在班隊長的組織與帶領下，迅速地進入進風大巷內(有電話的地點)，撤離到位后現場負責人清點人數，就近匯報調度室。當撤離人員中的最后一人通過風門時，應隨手將風門關上，以防風流短路或通風系統出現紊亂。 六、發生煤與瓦斯突出事故應急措施 1、發生煤與瓦斯突出事故后，由該地點班長(班長不在時由有經驗的老工人代理)用附近電話立即向礦調度匯報，用準確、簡短的語言報告事故的時間、地點、事故發生的初步原因、已采取的措施、現場人員情況、人員傷亡及撤離情況。 2、礦調度值班人員接到災害事故匯報后，立即向礦總值班、礦長和礦總工程師匯報情況，并成立指揮部。 當無人員匯報時，但調度員、監測機房人員發現瓦斯異常，或發現井下發生突出事故后，按上述執行。 3、由指揮部負責人向公司調度匯報及通知公司救護隊。 4、礦調度值班人員按《紅陽三礦災害處理計劃及應急預案》中“發生事故后必須立即通知的單位和人員名單”通知有關人員立即到指揮部待命。 5、指揮部應在第一時間報告當地縣市、省煤礦安全監察監督管理機構。 6、切斷災區和受影響區的電源，但應在遠距離斷電，防止產生電火花引起爆炸。當瓦斯影響區遍及全礦井時，要慎重考慮停電后會不會造成全礦被水淹的危險。若不會被水淹，則應在災區以外切斷電源;若有被水淹的危險時，應加強通風，特別是加強電氣設備處的通風，做到“送電的設備不停電，停電的設備不送電”。 7、弄清礦井通風系統破壞情況，撤出災區和受威脅區的人員，及時報告。 8、派人到進回風井口及其50m范圍內，檢查瓦斯，設置警戒，熄滅一切火源，嚴禁一切車輛進入警戒區。 9、派救護隊員佩戴呼吸器、攜帶滅火器材下井偵查險情，恢復通風系統。 10、救護隊要嚴格制定災區行動的安全措施，不準隨意啟閉電器開關、不要扭動礦燈開關和燈盞。嚴密監視原有火區，查清突出后是否出現新火源，滅除災區一切火源，防止引爆瓦斯。 11、發生突出事故時，必須保證礦井的正常通風，不得隨意停風或反風，以防止風流紊亂擴大災情。如果通風系統和設施破壞，應設置臨時風障、風門，安裝局部通風機以恢復通風，并將高濃度瓦斯繞過火區和人員集中區引入總回風巷。 12、突出造成風流逆轉時，要在進風側設置風障，并及時清理回風側的堵塞物，但應盡快恢復正常風流。 13、發生突出事故后，切斷災區和受影響區的電源要在遠距離斷電，防止產生火花引起爆炸。 14、組織力量搶救遇險遇難人員。安排救護隊在災區救人，非救護人員在新鮮風流中配合救人。救人時本著“先明后暗、先活后死”的原則進行。 15、制定并實施預防再次突出的措施，防止擴大傷亡，必要時撤出救災人員。 16、當突出后破壞范圍很大，巷道恢復困難時，應在搶救遇險人員后對災區進行封閉。 17、保證壓風機正常運行，以利避災人員利用壓風自救裝置自救。 18、若突出發生后造成火災或爆炸，則按火災或爆炸事故處理。 19、救護隊在處理突出事故時，必須嚴格執行《煤礦救護規程》的規定和突出事故處理的行為原則。應特別注意觀察有無火源存在，在工作中要特別注意不得產生碰撞火花或其他電源火花，盡快恢復通風，消除爆炸危險，同時要時刻注意防止再次突出，造成自身傷亡。 七、發生災害時撤退的原則 1、加強對職工進行井下自救、互救、急救等基本知識教育培訓，教育職工應沉著冷靜，熟知避災路線，針對各種災害采取不同的措施。 2、水災撤退原則：選擇通往安全出口的最短路徑撤退，人往高處走，人員不準向獨頭巷道內避災。 3、火災、瓦斯、煤塵事故撤退原則：選擇通往安全出口的最短路徑撤退，迎著新鮮風流走。 第二節 自救互救措施 1、井下施工人員要掌握礦井災害預防和自救、互救知識，熟悉井下避災路線。技術人員要定期組織施工人員進行學習培訓。 2、避災過程中，要保持鎮靜、沉著應對、聽從指揮、遵守紀律。 3、無法安全撤離災區時，要迅速進入躲避硐室或其他安全地點暫避，在硐室外留下明顯標記，并不時敲打軌道或鐵管發出求救信號。撤離路線被封堵時，不要冒險闖火區或泅渡被水封堵的通道。 4、搶救窒息或心跳呼吸驟停的傷員時，要先復蘇，后搬運：搶救出血的傷員時，要先止血，后搬運;搶救骨折的傷員時，要先固定，后搬運。 5、遇到水災事故時，要盡量避開突水水頭，難以避開時，要緊抓身邊物體并深吸一口氣，待水頭過去后開展自救和互救。 第三節 避災路線 1、當工作面發生火災、瓦斯、煤塵事故時，人員按圖例中圖標方向撤離(見附圖20)。即人員由工作面→已掘北二采區1208-2運順→北二下采膠帶斜巷→架空人車道→-845入風巷→-850配風巷→井底車場→副井→地面(人員在未到達新鮮風流巷道前必須佩戴自救器)。 2、當工作面發生水災事故時，人員按圖例中圖標方向撤離(見附圖20)。即人員由工作面→已掘北二采區1208-2運順→北二下采膠帶斜巷→架空人車道→-845入風巷→下采軌道上山→下采回風石門→北風井→地面。 3、當工作面發生以上事故，由工作面班、隊長負責組織人員撤離，瓦檢員負責檢查瓦斯，安檢員負責現場安全監督，人員在撤離時由班、隊長向礦調度匯報。礦調度立即通知其它可能受災害威脅地點人員迅速撤離，其避災路線執行各自作業規程中的有關規定。 北三采區1208-2運輸順槽平面圖(單位mm) 附圖1 北三采區1208-2運輸順槽剖面圖(單位mm) 附圖2 北三采區1208-2運輸順槽地層綜合柱狀圖 附圖3 北三采區1208-2運輸順槽裝載與運輸系統圖 附圖4 北三采區1208-2運輸順槽通風系統圖 附圖5 北三采區1208-2運輸順槽壓風系統圖 附圖6 北三采區1208-2運輸順槽區域驗證鉆孔布置圖 附圖7 北三采區1208-2運輸順槽超前鉆孔布置圖 附圖8 北三采區1208-2運輸順槽供水與防塵系統圖 附圖9 北三采區1208-2運輸順槽安全監控設備布置圖 附圖10 北三采區1208-2運輸順槽設備布置圖 附圖11 北三采區1208-2運輸順槽掘進供電系統圖 附圖12 北三采區1208-2運輸順槽風機供電系統圖 附圖13 北三采區1208-2運輸順槽排水系統圖 附圖14 北三采區1208-2運輸順槽通訊聯絡設備布置圖 附圖15 北三采區1208-2運輸順槽人員定位設備布置圖 附圖16 北三采區1208-2運輸順槽語音擴播設備布置圖 附圖17 北三采區1208-2運輸順槽排放瓦斯警戒示意圖 附圖18 北三采區1208-2運輸順槽瓦斯抽排系統圖 附圖19 北三采區1208-2運輸順槽避災路線示意圖 附圖20
