2422下运输巷规程06.1.22.doc

新 汶 矿 业 集 团 掘 进 工 作 面 作 业 规 程 工作面名称2422下运输巷 施工单位掘进四区 批 准 人张殿镇 编制日期2006年1月 日 执行日期2006年2月 日 编 审 单 位 签 章 主编技 术 部 年 月 日 施工单位 年 月 日 编制通 防 年 月 日 机 电 年 月 日 运 输 年 月 日 施 工 负 责 人 年 月 日 审查技 术 年 月 日 地 测 年 月 日 通 防 年 月 日 机电运输 年 月 日 防 冲 年 月 日 掘进矿长 年 月 日 分管副总 机 电 年 月 日 运 输 年 月 日 通 防 年 月 日 安 监 年 月 日 掘 进 年 月 日 审批意见 审查单位意见 生产矿长 矿总工程师意见 目 录 作业规程封面1 编审单位签章2 审批意见3 目 录4 第一章 概况 6 第一节 概述 6 第二节 编写依据 6 第二章 地面相对位置及水文地质情况 7 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 7 第二节 煤（岩）层赋存特征 7 第三节 地质构造 9 第四节 水文地质 9 第三章 巷道布置及支护说明 9 第一节 巷道布置 9 第二节 支护设计 9 第三节 支护工艺 18 第四章 施工工艺 20 第一节 施工方法 20 第二节 凿岩方式 20 第三节 装、运岩（煤）方式 20 第四节 管线及轨道敷设 20 第五节 设备及工具配备 22 第五章 劳动组织与主要技术经济指标 23 第一节 劳动组织 23 第二节 循环作业图表 第三节 主要技术经济指标 27 第六章 生产系统 28 第一节 通风系统 28 第二节 压风系统 29 第三节 安全监测系统30 第四节 排水系统 31 第五节 防尘系统 32 第六节 防灭火32 第七节 供电系统34 第八节 运输系统 35 第九节 通讯系统 第七章 避灾路线 35 第八章 安全技术措施 36 第一节 施工准备 36 第二节 “一通三防”管理 36 第三节 顶板管理 38 第四节 防治水管理 39 第五节 机电管理 40 第六节 运输管理 42 第七节 安全制度 49 第八节其他50 第一章 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称 2422下运输巷东 二、掘进目的及巷道用途 满足2422下回采工作面的通风、行人、运输、管线敷设等需要。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度1320米 服务年限4年。 四、预计开、竣工时间 本掘进工作面自2006年2月份开工，预计2006年9月份竣工。 第二节 编写依据 一、采区设计说明书及批准时间 采区设计说明书名称为－1050水平东翼扩大区二采区设计说明书，批准时间为2001年9月。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为－1050前组二采区地质说明书，批准时间为2000年9月1日。 第二章 地面相对位置及地质水文情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 水平名称 -800 水 平 采 区 名 称 扩大区二采区 地面标高（m） 189（预计） 井下标高（m） -953（预计） 地面的相对 位置及建筑物 位于南黄庄以东的一片农田。 井下位置及 掘进地面 设施的影响 工作面位于-1050扩大区二采区第二亚阶段；西邻采区下山，东至采区边界，南为2421工作面已经开采。掘进期间对地面无较大影响。 邻近采区 开采情况 东邻采区边界，西至北立井煤柱线 走 向 110-125 倾斜 20-35 长度m 1320 第二节煤（岩）层赋存特征 一、煤岩层产状、厚度、结构、坚固性系数 煤层顶板为灰色粉砂岩，厚度0-6.0米，自西向东逐渐变厚，层理发育，性脆易碎，抗压强度11.2MPa。往上渐变为灰白色砂岩，厚度3.0-9.0米，厚层理，致密，坚硬，抗压强度66.7MPa。底板为灰色粉砂岩，厚度1.8米，层理发育，含植物碎屑化石，抗压强度21.4MP0a，其底部煤线为小五层，厚约0.2m。四层煤煤层稳定，结构简单，煤层厚度1.85-2.4米，平均厚度2.1米。煤层走向110-125，倾向为20-35，倾角23-27，平均倾角26。 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 工作面瓦斯等级为低级；瓦斯涌出量0.6m3/min，煤尘爆炸指数37.71，发火期6-12个月。 附图1煤岩层综合柱状图 第 三 节 地质构造 工作面地质构造简单，以断层为主。预计存在断层，对掘进影响较大。 第四节 水文地质 本工作面水文地质条件简单，预计在煤层顶板裂隙发育地段有很少量裂隙水以淋水形式出现。正常涌水量0.05m3/min，最大涌水量0.1m3/min。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 2422下运输巷东位于-1050水平二采区第二亚阶段四层煤内，自K49点前52.66米（平距）为中，按中线方位126（真）、顺煤4掘进，掘至采区边界停，施工长度约1320米。巷道开门中由地测部实测，确保该巷施工中线与2422下运输巷外段为同一中线。 附2422下运输巷东平面布置图 （12000） 第二节支护设计 一、该巷采用锚网带支护，断面形状为梯形。S荒 9.72 m2 ，S净 8.84m2。 巷道支护断面图（150）。 支护说明表 掘进断面 9.72 m2 锚杆名称 金属全螺纹钢等强锚杆 锚固剂规格 Φ28330mm 净断面 8.84m2 锚杆规格 Φ202000mm、Φ202200mm、 锚固剂数量 27.5块/m 巷道形状 梯形 菱形网规格 顶板2.41.1m 锚杆用量 13.75套／m 锚盘 球形钢盘 两帮2.41.1m、1.41.1m 锚带 3.6m 钢托板 280400mm 间距 顶板800mm 比例 150 排距 800mm 上帮900mm、下帮1000mm 注 1、临时支护采用吊环式前探梁。前探梁采用三根长度3.2 米的3寸优质钢管制作。前探梁固定在顶板中间锚杆上，其间距等于顶板锚杆间距，悬挂前探梁的锚杆外露长度40-50mm，每根前探梁2个吊环，吊环必须上满螺帽，吊环固定要牢固。 2、截割后首先严格执行敲帮问顶制度。在专人监护下，用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩，将前探梁前探至迎头，前探梁到迎头的端面距不得大于0.3米。前探梁上铺上网，托上锚带，使用专用方木、木枇接实，超前支护距两帮端面距不超过0.3米。经检查确认安全无误后方准进入迎头作业。（上山掘进时，前探梁末端用防滑钩固定牢固，防止前探梁下滑伤人。） 临时支护平剖面图 比例150 锚索加固支护平剖面图 比例150 二、支护方式 （一）临时支护 临时支护采用吊环式前探梁，前探梁共三根，长度3.2 米，由直径不小于3寸的优质钢管制作。前探梁固定在顶板中间的锚杆上，间距等于顶板锚杆间距。悬挂前探梁的锚杆外露长度40-50mm，每根前探梁2个吊环，吊环必须上满螺帽，吊环固定要牢固。截割后首先严格执行敲帮问顶制度。在专人监护下，用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩，将前探梁前探至迎头，前探梁到迎头的端面距不得大于0.3米。前探梁上铺上网，托上锚带，使用专用方木、木枇接实，超前支护距两帮端面距不超过0.3米。经检查确认安全无误后方准进入迎头作业。（上山掘进时，前探梁末端用防滑钩固定牢固，防止前探梁下滑伤人。） 当见断层、顶板破碎、托顶煤、层理发育及穿层掘进时，缩小循环进尺为0.7米，锚杆排距缩小为0.7米，截割前迎头最大空顶0.3米，截割后最大空顶1.0米;同时配合打前探锚杆进行临时支护，前探锚杆必须在截割前安装完毕，前探锚杆采用Φ331600mm金属管缝式锚杆，前探锚杆间距0.6m，共布置5根，沿巷道周边布置，与巷道顶板呈30-45夹角。前探锚杆只作临时支护，严禁替代永久支护。 若顶板破碎严重，必须同时采用锚索加固，锚索长度6米，锚固力不小于150KN，锚索打在巷道中部的两排锚带中间，间距1.6米，距迎头不大于3米。 （二）永久支护 根据新汶矿区煤层巷道围岩分类及合理支护技术选择，参照锚杆支护技术选择表，Ⅳ类围岩情况顶板采用φ202000mm金属全螺纹钢等强锚杆，加长锚固，肩角锚杆加长0.2米；两帮采用φ202000mm金属全螺纹钢等强锚杆，加长锚固。 （1）计算顶板锚杆的间排距 ①锚杆间排距几何平均数 d1/2K锚K护[3I/（2I1）（2f-1）/（2f1）] 1/21.031.05[30.45/20.45126-1/261] K锚锚固方式系数,顶板采用树指加长锚,取1.03； K护护顶方式系数,锚网支护时取1.05； I围岩完整系数 Ⅰ完整性好取0.9 Ⅱ完整性较好取0.75 Ⅲ完整性一般取0.6 Ⅳ完整性较差取0.45 Ⅴ完整性很差取0.3 根据我矿实际情况,取0.45； f顶板岩性普氏系数,取f6。 则计算d0.84 ②计算锚杆根数 nB/d3.6/0.844.29 取n5 B巷道荒宽，取3.6米 ③锚杆间距 D间（B-0.4）/n-13.6-0.4/4.29-10.97 取D间0.8米符合设计 ④锚杆排距 D排d/D0.84/0.81.05 取D排0.8米 确定顶板锚杆间排距为800800mm。 （2）计算两帮锚杆的间排距 ①锚杆间排距几何平均数 d1/2K锚K护[3I/（2I1）（2f-1）/2f1] K锚锚固方式系数，两帮采用树指加长锚，取1； K护护顶方式系数，锚网支护时取1.43； I围岩完整系数 Ⅰ完整性好取0.9，Ⅱ完整性较好取0.75，Ⅲ完整性一般取0.6，Ⅳ完整性较差取0.45，Ⅴ完整性很差取0.3 根据我矿实际情况，取0.45； f顶板岩性普氏系数,取f6。 则计算d1.11 ②计算锚杆根数 ηH/d3.51/1.13.16 取η4，H取3.51米上帮高。 ③锚杆间距D间（H-0.4）/n-13.51-0.4/4-11.04 取D间1.0米符合设计 ④锚杆排距D排d/D1.11/1.01.11 取D排0.8米符合要求。 确定上帮锚杆间排距为900800mm；下帮锚杆间排距为1000800mm。 2422下运输巷东顺煤4掘进，顶板采用“金属全螺纹钢等强锚杆＋金属网“M”锚带“M”钢盘”支护，两帮采用“金属全螺纹钢等强锚杆金属网“W”钢托板球形钢盘”支护，顶板肩角锚杆加长200mm，并使用异型托盘，每根锚杆采用两块树脂药卷Φ28350mm加长锚固。锚杆眼必须按断面图的要求进行布置，并不得超过设计值的100mm。顶板靠巷道两帮的锚杆，必须向巷道两帮倾斜，锚固端距各自邻近帮距离不小于0.5米并与钢带连接；巷道两帮最下一排锚杆向下倾斜，与水平线呈40～50夹角，锚固端位于底板岩石中。安装锚杆前将锚杆眼吹干净，将煤岩面找平，锚带及锚盘密贴煤岩层面，锚杆外露长度30-50mm上吊环的锚杆外露长度≮40mm；锚杆预紧力≮400NM；锚杆锚固力岩石中≮130KN，煤中≮70KN。锚带采用GRT－M3型、3.6米长的“M”锚带，扭距允许误差不大于100mm。顶板采用锚索加固，锚索长度6米，每隔5米一组，每组一根，打在巷道顶板中部，距迎头不大于20米。 金属网要密贴煤岩面并张紧，网间接茬要严密，网间压茬不小于100mm，严禁出现开口，并用同规格铁丝进行联网，联网扣距不大于0.2米，挂网要封闭肩窝。 （三）锚网带支护巷道工程质量规定 锚网带支护巷道工程质量 表三 项 目 质量标准 mm 部位 技术参数 mm 巷道净宽 （mm） 左帮 0-200 两帮锚杆 1700／1700 右帮 巷道净高（mm） 0-300 中线位置顶底板之间 2600 预紧力（Nm） 螺母扭紧力矩不小于400Nm，预紧力≮5T 锚固力（KN） 岩石中 130KN/根 煤中 70KN/根 锚杆距迎头（mm） ≯2300 锚杆安装 安装牢固，托板紧贴煤岩面，不松动；锚杆予紧力符合规定，锚杆构件完好。 人工安装 间排距（mm） 顶板 100mm 800800 两帮 上帮900800，下帮1000800 锚杆角度（） 顶板肩角锚杆，必须向巷道两帮倾斜，锚固端距邻近帮距离不小于0.5米并与钢带连接；巷道两帮肩角锚杆距顶板不大于400mm，保证锚固端在顶板岩石中；巷道两帮最下一排锚杆距巷道底板不大于0.3米, 并向下倾斜，与水平线呈40～50夹角。 锚杆外露长度（mm） 30-50mm 上吊环的锚杆不小于40mm 金属菱形网 顶板 金属网要密贴煤岩面、张紧，网间接茬要严密，严禁出现开口，并用同规格铁丝进行联网，扣距不大于0.2米，联网要封闭肩窝。 2.41.1m 两帮 2.41.1m、1.41.1m 锚带（mm） 锚带压网紧贴顶板岩面 3600mm 第三节 支护工艺 一、支护材料 1、永久支护 顶板采用“锚杆＋金属网M锚带M钢盘”支护。锚杆需MG450牌号以上金属全螺纹钢等强锚杆Φ202000mm，顶板肩角锚杆加长200mm，其锚固方式为加长锚，每根锚杆采用两块树脂药卷Φ28350mm锚固，锚杆均使用配套标准螺母紧固；金属菱形网采用10以上铁丝编制，网孔规格5050mm，规格3.81.0m；锚盘采用Q235A钢材制作，孔径比锚杆杆体直径大1～2mm。顶板锚杆必须使用正规托盘，肩角和底角锚杆必须使用异型托盘；锚杆外露长度为30～50mm，上吊环的锚杆不小于40mm。 两帮采用“锚杆金属网W钢托板球形钢盘”支护。网孔规格5050mm，上帮采用2.41.1m、1.41.1m金属菱形网，下帮采用1.41.1m金属菱形网支护；W钢托板由 W钢带板材压制或截割，规格400280mm；锚盘采用屈服强度大于235Mpa的球形钢盘。 2、采用三根吊环式前探梁作为临时支护。前探梁采用直径不小于3寸的优质钢管制做，长度为3.2m，前探梁间距等于锚杆间距。前探梁固定在顶板中间相邻锚杆上，锚杆外露长度40-50mm，每根前探梁采用两个吊环，吊环必须上满螺帽，并固定牢固。截割后首先严格执行敲帮问顶制度，用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩，将前探梁前探至迎头，其端头距迎头不大于0.3米，前探梁上使用专用方木，然后铺上网，托上锚带，用方木、木枇、木楔接实，经检查确认安全无误后，方可进入迎头作业。超前支护距两帮端面距不超过0.3米。 3、循环进尺1.6米，截割前最大空顶0.7米，截割后最大空顶2.3米。 4、采用锚索加固，锚索长度6米，锚固力不小于150KN，锚索打在巷道中部的两排锚带中间，间距5米，距迎头不大于20米。 5、严禁空顶作业。 二、锚杆安装工艺 1、打锚杆眼 打眼前要首先严格执行敲帮问顶制度，仔细检查顶帮围岩情况，摘掉危矸活岩，确认安全无误后，方可开始工作。打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，画出巷道轮廓线并标好眼位，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，将锚杆眼打至合适深度。打眼时，必须在临时支护或永久支护的掩护下操作，按照由外向里先顶后帮的顺序进行。严禁空顶作业。 2、安装锚杆 安装前，将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人。将眼孔吹扫干净后，用锚杆顶住两块树脂锚固剂送入眼底；锚杆外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽，开动风煤钻，使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对树脂锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度且搅拌旋转时间大于40秒后，方可撤去风煤钻；在树脂锚固剂没有固化前，严禁移动和晃动锚杆体，然后卸下螺帽，挂好网，上好锚盘，拧上螺帽，然后拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，确保锚杆预紧力矩不小于400Nm。 三、锚索安装工艺 1、锚杆钻机的使用及打锚索眼 首先要严格执行敲帮问顶制度用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩，待确认安全无误后，方可施工。锚索眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。锚索眼深度应与锚索长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，检查和准备好锚杆钻机、钻具及风水管路；必须采取湿式钻眼；竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆钻机和钻杆处于正确位置。钻机开眼时，要扶稳钻机，先升起腿，使钻头顶住岩面，确保开眼位置准确；操作者站立在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡。先开水，后开风。开始钻眼时，用低转速，随着钻孔深度的增大，调整到合适转速，直到初始锚孔钻进到位；（在软岩条件下，锚杆钻机用高转速钻进，要调整支腿推力，防止糊眼；在硬岩条件下，锚杆钻机用低转速钻进，要缓慢增加支腿推力。）退钻机，接钻杆，完成最终钻孔；锚索眼必须与巷道面垂直，眼深误差为正负100mm，偏差为正负150mm；打完锚索眼后，先关水，再停风。 2、组装锚索 锚索用钢刷除去钢绞线表面浮锈，锚索直径15.24mm。 3、安装、锚固锚索 检查锚索眼质量，不合格的及时处理；把锚索末端套上专用驱动头、拧上导向管并卡牢；将四块树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底；用锚杆钻机进行搅拌，将专用驱动头尾部六方插入锚杆钻机上，一人扶住机头，一人操作锚杆钻机，边推进边搅拌，前半程用慢速，后半程用快速，旋转时间约40秒；停止搅拌，但继续保持锚杆钻机的推力约1分钟后，缩下锚杆钻机。单根锚索锚固力不小于200KN，锚索外露长度不大于150mm，托盘强度要与锚索强度相匹配，选用16以上槽钢，材料极限强度不低于350Mpa，长度不小于400mm。 4、锚索张拉和顶紧上托盘 卸下专用驱动头和导向管，装上托盘、锚具，并将其托至紧贴顶板的位置，把张拉油缸套在锚索上，使张拉油缸和锚索同轴，挂好安全链，人员撤开，张拉油缸前方不得有人；进行张拉并注意观察压力表读数，分级张拉。达到设计预紧力或油缸行程结束时，迅速换向回程，卸下张拉油缸。 其它严格执行煤矿安全技术操作规程、新矿生字［2004］36号文中的有关规定。 六、顶板加固 顶板采用锚索加固，锚索长度6米，每隔5米一组，每组一根，打在巷道顶板中部,距迎头不大于20米。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 一、2422下运输巷采用S150J型掘进机破碎煤岩，锚网带支护。截割顺序分区截割，先下后上，先中间后四周，割出毛巷道,再根据中、腰线及断面尺寸割出荒断面。 二、施工前，首先按照设计位置开门，建立供电、供风、供水、通讯及防尘系统。 三、采用“三八制”正规循环作业方式。 第二节 凿岩方式 一、打眼工具 采用两部YT-24 型风钻打眼，配Φ22mm的六棱中空钢钎，Φ32mm柱齿型钻头。风源来自-800扩大区压风机房，其风压不小于0.6MPa。 二、打眼方法 打眼前首先检查好迎头支护情况，确认安全无误后按中、腰线画好巷道轮廓线，准备齐全打眼工具，调节好风、水压，准备打眼。打眼时采用定人、定钻竖向布置，一部风钻打中线左侧，一部风钻打中线右侧，两部钻相距不小于0.5米。严禁左右交叉及上下重叠施工，风钻前方及下方不得有人，以防断钎伤人。 三、降尘方法 采用湿式打眼；截割时使用内、外喷雾；距迎头30米和50米处分别安设一道手动净化喷雾，截割时正常使用；每班安排专人对迎头50米范围内进行洒水防尘；每天安排专人对风车以外20米至迎头进行洒水灭尘一遍。 第三节 装、运岩煤方式 一、装岩（煤）方式 巷道掘进施工中，采用S150J掘进机掘进。 二、运输方式 前期迎头煤矸由17KW扒装机扒装至2422下运输巷内40T溜子上，由40T溜子运输至2422下斜盘、2422运输巷内SD-80、SD-80、SD-150型胶带运输机，然后再外运至2422运煤上山，经2422运煤上山SD-150皮带转载至2421工作面运煤系统。 后期迎头煤矸经掘进机第一运输机、转载机将掘进煤矸运至SD-80型胶带运输机,将掘进煤矸外运至2422下斜盘、2422运输巷、2422运煤上山，经2422运煤上山SD-80皮带转载至2421工作面运煤系统。 第四节 管线敷设 掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中位置吊挂牢固整齐。电缆勾每隔3米一个与手持式或移动式设备连接的电缆除外，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头全岩不大于10米，半煤岩不大于5米。各类电缆吊挂标准 ⑴巷道内的通讯控制类电缆与动力电缆应分挂在井巷的两侧，如果受条件所限应敷设在距电力电缆上方0.1m以上的地方。 ⑵各类电缆在巷道同一侧敷设时，自上而下次序为通讯控制类电缆、低压动力类电缆。电缆接线盒必须单独两端水平悬挂，不允许悬挂在电缆使用的钢丝绳上。 ⑶各类电缆在巷道同一侧敷设时的间距要求通讯控制类电缆与低压动力类电缆之间净距离应大于0.1m。 ⑷同一类电缆按断面大小依次由高向低悬挂，即断面越大越靠上。 ⑸各类电缆在垂直方向上的间距通讯控制类电缆之间可以不留间距；低压动力类电缆之间的间距不得小于50mm。 ⑹各类电缆必须以水平涨紧的钢丝绳、钢绞线或圆条为依托进行悬挂。 ⑺电缆不得悬挂在风水管上，不得遭受水淋。电缆外表保持清洁，不允许有混凝物和沉淀物。 ⑻电缆与风、水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管路上方，并保持0.3m以上的距离。 ⑼井下巷道内电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端应设置注有编号、用途、电压和截面的电缆标志牌。 ⑽各开关配电点的电缆悬挂，要做到横平竖直、间距合格、美观大方，多余电缆要匀到开关配电点10米以外；信号线与电缆分开悬挂，信号线自下而上要集中走线。 第六节 设备及工具配备 序号 名称 规格型号 台数 备注 1 低压防爆开关 DW80-200 1 2 低压防爆开关 QCZ83-225 2 3 低压防爆开关 DW80-350 2 4 低压防爆开关 QCZ83-315 1 5 低压防爆开关 QC83-80 1 6 低压防爆开关 DW80-120 2 7 照明信号综保 DZZ-2.5 1 8 扒装机 DW80-120 1 9 溜子 DW80-120 1 10 掘进机 S150J 1 11 皮带机 SD-80 3 12 转载机 桥式 1 13 局部通风机 2BKJ-No.6.0型 1 14 局部通风机 2BKJ-No.6.0型 1 15 风钻 YT-24 2 16 风煤钻 ZMS30 1 17 瓦检器 JJZ-3501 9 18 瓦斯传感器 KJ2000 1 19 瓦斯断电仪 KDD2000 1 说明 １、施工前由本区机电工将有关电器设备提前安装好并试运转,由机电部验收合格后，方可使用。 ２、主要设备、工具、材料坚持交接班，小件工具各班自带。 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节劳动组织 巷道掘进采用 “三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班二个循环，每天六个循环，循环进尺1.6米。 劳动组织配备表 表十 工种 出勤人数 备注 一班 二班 三班 小计 掘进机司机 2 2 2 6 皮带机司机 3 3 3 9 打眼工 3 3 3 9 夹风工 1 1 防尘工 夹风工或兼职瓦检员兼 运料工 3 3 3 9 锚索工 打眼工兼 机电工 1 1 1 3 局部通风机司机 小班电工兼 班组长 1 1 1 3 合计 14 13 13 40 22 第二节 循环作业图表 为保证正规循环作业的顺利进行，迎头施工作业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。 附正规循环作业图表 第三节 主要技术经济指标 序 号 项 目 单 位 数 量 半煤岩 1 巷道总长度 米 1320 2 在册人数 人 50 3 出勤率 ％ 80 4 循环进度 米 1.6 5 每班循环次数 个 2 6 日循环次数 个 6 7 日进度 米 9.6 8 月进度 米 288 9 效率 米／工 0.23 10 坑木消耗 M3/m 0.03 11 炸药消耗 Kg/m 12 雷管消耗 发/m 13 炮泥消耗 m /m 14 水炮泥袋消耗 个 /m 15 锚杆消耗 套/m 13.75 16 树脂锚固剂消耗 个/m 27.5 17 锚索消耗 根/m 0.2 18 M钢带消耗 页/m 1.25 21 金属网消耗 m2/m 8.6 第六章 生产系统 第一节通风系统 采用压入式通风，风筒口距迎头不大于5米，风筒直径800mm，为胶质风筒，采用双风机、双电源供风，并使用风电闭锁装置，双风机自动切换，并填好切换记录。 一、掘进工作面风量计算 该工作面为综掘工作面，计算时考虑1.15的系数。 一 按瓦斯涌出量计算瓦斯涌出量q0.6m3/min，涌出不均衡系数k1.5 Q4＝100qk1.15＝1000.61.51.15103.5m3/min。 二 按同时工作最多人数计算 Q2＝4N1.15＝4251.15＝115m3/min 三 按最低风速验算 半煤巷掘进工作面的最低风量 Q掘≥15S掘 159.18 137.7 m3/min 经计算迎头所需最小风量为137.7m3/min，选用2BKJ-No.6.0型局部通风机可满足要求，其风量为260-477m3/min，平均风量350m3/min，最小风量为260m3/min，备用局部通风机选用2BKJ-No.6.0型风机。 掘进工作面风速风速最高不超过4m/s；最低风速岩巷不低于 0.15m/s,半煤岩巷道不低于0.25m/s。 通过以上计算及验算，2BKJ-No.6.0型局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求。 二、局通风机安装地点和通风系统 1、局部通风机安装地点 局部通风机安装在2422腰巷内，距回风流不小于10米的新鲜风流中。局部通风机与局部通风机的启动装置必须上台、上架，局部通风机司机实行挂牌管理。且距回风口不小于10米，该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.15m/s。 2、通风系统 局部通风机→2422腰巷→2422贯眼→2422运输巷→2422下斜盘→2422下运输巷→迎头2422下斜盘2422运输巷二采回风上山总回石门新风井地面。 附通风系统示意图 第二节 压风系统 风源来自-800扩大区二采压风机房，经二采轨道下山、2421轨道巷、2422运煤上山、2422运输巷、2422下斜盘接入迎头，分别用Φ108mm、Φ50mm风管和胶管接至迎头。迎头风压不小于0.6MPa。 压风路线 -800扩大区压风机房→二采轨道下山→2421轨道巷→2422运煤上山→2422运输巷→2422下斜盘→2422下运输巷迎头 附图9压风系统示意图 第三节 安全监测系统 一、甲烷传感器及甲烷断电仪的安装和使用 1、甲烷断电仪的安装 ⑴甲烷断电仪由本区根据断电范围及条件向通防部门申请，由通防工区负责安装、维护及数据管理。 ⑵甲烷断电仪的电源必须取自被控制开关的电源侧， 严禁安装在被控开关的负荷侧。 2、甲烷断电仪的使用 ⑴设置位置垂直悬挂在距顶板不大于0.3米，距巷道侧壁不小于0.2米，距迎头5米范围内的风筒另一侧。 ⑵甲烷断电仪报警点≥1％，断电点≥1.5％，复电点＜1％。 ⑶甲烷断电仪每7天由通防工区对甲烷超限断电功能进行测试，当设备发生故障时必须汇报调度室采取措施进行处理。 ⑷工作面每班配备三台便携式瓦斯报警仪，一台悬挂在距顶板不大于0.3米，距巷道侧壁不小于0.2米，距迎头5米范围内的风筒另一侧，并处于常开状态。另两台分别由班组长及掘进机司机随身携带管理。每班由班组长用便携式瓦斯报警仪与传感器进行对照。当两者读数误差超过允许值时，以大数为依据，采取措施在8小时内对两设备进行调校。当报警时，停止工作，进行处理。 二、便携式甲烷报警仪的配备和使用 1、区长、技术负责人、机电段长必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1.0）立即进行处理。 2、掘进机司机必须携带便携式甲烷报警仪，对施工巷道内的瓦斯进行不间断检测。 3、机电工在检修工作地点20米范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。 三、工作地点附近设瓦斯检查牌板，每班由专职瓦检员负责检查迎头瓦斯不少于2次并有记录，严禁空班、漏检、造假数。 附安全监测仪器仪表示意图 第四节 排水系统 根据地质说明书的有关资料，该工作面水文地质条件简单，顶板裂隙发育地段有很少量裂隙水以淋水形式出现，掘进期间不受影响。 排水系统迎头积水经水泵（风泵或潜水泵）→2422下斜盘→2422运输巷→2422西运输巷→二采回风上山→2422轨道巷→-800大巷→-800泵房→-210泵房→地面。 附图11排水系统示意图 第五节 防尘系统 防尘水源来自-400清水池，经-600付井水管、-600大巷、一采总回上山、-1050总回石门、二采轨道上山、2422运煤上山、2422运输巷、2422下斜盘，分别用4寸防尘水管接至迎头。 采用湿式打眼；掘进机作业时，使用内、外喷雾，内喷雾水压不得小于3Mpa，外喷雾水压不得小于1.5Mpa；距迎头30米、50米处分别设一道封闭全断面的手动喷雾，掘进时正常使用；每隔50米设一道水门，每班安设专人负责对迎头50米范围内进行洒水灭尘，每天安设专职防尘员对所属防尘区域，并建立防尘记录；各转载点必须按规定设置喷雾，排煤矸时，正常使用。 第六节 防灭火 一、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在专用的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。 二、在2422下运输巷皮带机头处备有不少于0.2m3的灭火砂及两台MFZ-8型灭火器，以备应急使用。 三、所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。 四、采用阻燃电缆、阻燃风筒和阻燃电缆。 五、巷道空隙和冒落处用无腐蚀性、无毒性的材料进行处理。巷道中出现的冒顶区及时进行防火处理，并定期由通防部门进行检查。 六、所有工作人员发现井下火灾时，应视火灾性质，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。 53 第七节 供电系统 该迎头掘进施工中，采用干线式供电，1＃电源来自2421轨道巷移变；2＃来自2422西腰巷移变。 附供电系统示意图（前期） 负荷计算∑P＝2155517＝102KW 附供电系统示意图（后期） 负荷计算∑P＝215