11011工作面胶带顺槽掘进作业规程.doc

义煤集团新义煤业公司 11011工作面胶带顺槽掘进 作业规程 施工单位永兴公司新义项目部 编制单位新义公司生产技术部 修订日期二○○八年十月十一日 审 批 签 字 编 写 直 属 二 队 永 兴 公 司 生产技术部 通 风 部 防 突 部 地质测量部 机电技术部 安 检 部 调 度 室 工 程 监 理 通 风 副 总 总 工 程 师 会 审 意 见 目 录 第一章 巷道布置及用途---------------------------------6 第一节 工程概况----------------------------------6 第二节 巷道布置及用途----------------------------6 第二章 地质说明书------------------------------------7 第三章 巷道支护---------------------------------------8 第一节 巷道断面形状、尺寸和管路布置---------------10 第二节 巷道支护-----------------------------------10 第四章 施工方法及工作组织-----------------------------12 第一节 施工工艺----------------------------------12 第二节 装载、运输--------------------------------15 第三节 设备及工具配备----------------------------15 第五章 生产系统---------------------------------------16 第一节 运煤系统----------------------------------16 第二节 运料系统----------------------------------16 第三节 通风系统----------------------------------16 第四节 监测系统----------------------------------18 第五节 防尘系统----------------------------------19 第六节 供风、供水和瓦斯抽放管路系统--------------19 第七节 供电系统----------------------------------19 第八节 通讯系统----------------------------------20 第六章 劳动组织及循环图表-------------------------21 第一节 劳动组织-----------------------------------21 第二节 循环图表------------------------------------21 第七章 主要技术经济指标---------------------------------23 第八章 避灾路线-----------------------------------------24 第九章 安全技术措施-------------------------------------25 第一节 施工准备------------------------------------25 第二节 防治煤与瓦斯突出安全技术措施----------------25 第三节 钻眼爆破法掘进安全技术措施------------------26 第四节 架棚安全技术措施----------------------------29 第五节 顶板管理------------------------------------30 第六节 防止片帮、冒顶安全技术措--------------------31 第七节 掘进、修护中片帮、冒顶处理安全技术措--------32 第八节 工程质量验收--------------------------------35 第九节 机电运输安全技术措施------------------------35 第十节 “一通三防”安全技术措施----------------------38 第十一节 防治水安全技术措施------------------------42 第十二节 防火安全技术措施--------------------------42 第十三节 过地质构造带安全技术措施------------------43 第十四节 井下起吊设备重物措施----------------------44 第十五节 锚索施工安全技术措施---------------------45 第十六节 提高煤质措施-----------------------------46 第十七节 工作面交接班制度--------------------------47 第一章 巷道布置及用途 第一节 工程概况 11011工作面胶带顺槽地面位于白墙村东部，地面标高390米～413米。工作面地表为耕地，无民房及其他影响；11011工作面为本矿首采面，周围无采、掘工作面。 第二节 巷道布置及用途 一、巷道布置 11011工作面为新义煤矿首采工作面，位于新义井田东翼。11011工作面胶带顺槽设计长度890.6m，井下标高－238.43米～－304.58米，巷道方位角3394900“。 由于11011工作面防突工作的要求，需要在11011胶带顺槽正头两帮交替布置施工钻场，沿底掘进后第一个钻场由防突部现场标定，之后位置按照（左帮20米，右帮40米）两帮交替施工。 二、巷道用途满足11011工作面煤运输及通风需要； 附图一11011工作面平面布置图 第二章 地质说明书 位置 该工作面位于300水平东翼首采区，上邻新安煤矿南部边界，下邻300水平东翼回风大巷保护煤柱，东、西部为待采区。采区面积99600平方米。 地面标高 390米～ 413米 井下标高 －238.43米～－304.58米 工作面概况 走向长度（米） 倾向长度（米） 煤 厚 （米） 采 高 （米） 煤层倾角（度） 120 830 2.74/0.76～5.1 一次采全高 7 ～13 储量 工业储量（t） 回采率（） 可采储量（t） 损失量（t） 煤层结构 40.94万 95 38.38万 2.56万 简单 顶底板岩性 顶板岩性 直接顶为泥岩、砂质泥岩，夹少量碳质泥岩，厚度1.52～4.96m，平均3.71m；老顶为大占砂岩，厚度4.97～15.54m，平均8.95m。 底板岩性 粉砂岩、泥岩，厚度4.65-14.03m，平均8.95m. 煤层 该工作面煤层厚度变化较大，厚度0.76～5.10m，平均2.74m.有自北西向南东增厚趋势，煤层结构简单，局部含夹矸层。原煤灰份Ad17.72，原煤全硫平均St,d1.78。属非自燃性煤，煤尘具有爆炸危险性。 构造 该工作面构造简单，总体上呈一单斜形态，走向北偏东40。～50。，倾向南偏东40。～50。，倾角7。～13。，区内无断层发育。 水文 该区水文地质条件简单中等，主要充水水源为顶板砂岩孔隙裂隙承压水和底版灰岩岩溶裂隙承压水。二个含水层均为弱富水含水层。 瓦斯 工作面内二1煤瓦斯含量3.33～9.80m3/t，其中CH4含量为24.67～97.21，具有突出危险性。 建议 该工作面胶带顺槽掘进至距1201钻孔20米，应施工探水孔，防止钻孔封闭不良沟通上下含水层造成突水事故。 由于开采煤层瓦斯含量高，因此，必须充分作好瓦斯抽放及通风工作，确保瓦斯浓度低于安全浓度。 由于开采煤层之煤尘具爆炸性，掘进施工接近煤层时，施工现场应采取洒水除尘及降温措施，严防煤尘爆炸。 由于开采煤层属于煤与瓦斯突出煤层，掘进施工时，必须做好防突工作，严格按照“四位一体进行施工。 附图二11011工作面煤层地质柱状图 第三章 巷道支护 第一节 巷道断面形状 11011工作面胶带顺槽断面形状设计为梯形 第二节 巷道断面尺寸和管路布置 1）11011工作面胶带顺槽设计掘进断面高2.7m ，上宽4m，下宽5.44m，面积为12.87m2；净断面高2.5m，上宽3.7m，下宽5.04m，面积为10.93m2。 2钻场设计掘进断面高2.7m ，上宽3.7m，下宽4.9m，净断面高2.3m，上宽3.3m，下宽4.6m断面形状设计为梯形。 二、风筒、管线及电缆吊挂 巷道右帮吊挂两趟风筒，一趟风筒直径800mm，另一趟直径600mm，800mm风筒吊挂高度距棚梁200mm，600mm风筒吊挂高度距棚梁100mm，棚腿100mm，两趟风筒间距150mm。 巷道左帮吊挂瓦斯抽放管、电缆、压风和供水管路。吊挂瓦斯抽放管吊挂距棚梁100mm，压风管（3寸）、供水管（2寸）（采用mm单位）吊挂距底板400mm，电缆钩在压风管、供水管上部间距450mm。 第三节 巷道支护 一、支护材料及规格 1、临时支护采用前探梁和棚式支护顶梁做为临时支护，前探梁用2根4m长的18kg/m道轨制做，每根配3个卡钳式悬梁器。前探梁紧跟工作面。每次放炮前后，必须及时移前探梁和检查卡具是否松动，卡子卡牢后，方能继续作业。 详见附图三11011工作面轨道顺槽临时支护示意图 2、永久支护 一）沿底板掘进时 1）采用12矿用工字钢梯形对子棚加抬棚进行支护，梁长4m，腿长2.7m，巷道净高2.5m，棚腿扎角75，棚距为500mm,抬棚一梁三柱，抬棚腿采用工字钢腿，柱腿必须打在实底上，不实时下要加木垫板。（木垫板规格300mm300mm80mm）。抬棚紧跟窝面，够一架抬棚距后必须立即打设。 二）煤层变薄沿顶板掘进时 1）采用12矿用工字钢梯形对子棚加锚索梁进行支护，梁长4m，腿长2.5m，巷道净高2.3m，棚腿扎角75，锚索采用高强度低松弛7丝刚绞线15.24mm，长度8 m，头部设有树脂锚固剂搅拌头，尾部配有高强度锁具，锚固剂采用2卷CK2350和2卷K2350，锚索梁长4 m,锚固长度为1.5 m，棚距为500m，锚索梁距正头不超过3m。 详见附图四11011胶带顺槽断面图 三）钻场支护规格 采用12矿用工字钢单棚支护，棚距500㎜（中-中），用荆芭、背木背顶背帮，顶部均匀布置12对背木，两帮均匀布置8对背木，撑杆每棚7根，梁口各一根，梁中间一根，梁下200mm、1200mm处各一根，要求打紧打牢，并前后成一条直线。施工至深度后，迎头用圆木荆芭背严背实。 3、支护材料规格 3、支护材料规格 1）棚梁长度为4000mm的12工字钢。 2）棚腿长度为2500mm的12工字钢。 3）背木1000mmФ30mm圆木。 4）荆芭1200mm800mm。 5）半圆木700mm70mm。 6）木楔200mm70mm70mm。 7）撑杆400mm50mm50mm方木。 9）木垫板300mm300mm80mm 10）锚索 长度为8米 11）锚索梁长度为4米 12）菱形网2.5m5m 13）木杄板30mm100mm1050mm 4、巷道背设要求 支架两帮要求用菱形网、背木背设，顶用半圆木、菱形网背设，两帮均匀布置8对背木。顶部布置12对背木，顶帮要求背严背实，背木必须过梁（腿）。不准出现露帮、漏顶现象，空帮、空顶必须用坑木填实或绞架，严禁软关门处理，背木直径不小于30mm。 撑杆每棚8根。梁口各一根、梁中间一根、梁下200mm、1200mm处各一根，要求打紧打牢，并前后成一条直线。 5、质量要求 一）架棚质量要求 1）掘进时，要加强探煤厚工作，掌握好煤厚变化情况，并记录备查。 2）正常棚距（中中）500mm，柱窝深200mm； 3）架棚严禁虚柱窝，不实时棚腿下加木垫板，垫板规格30030080mm； 4）支架必须迎山有力不得出现推磨、倒仰、流水棚现象； 5）平巷支架要垂直于巷道顶底板。 合格标准支架前倾、后仰偏差不超过1。 优良标准支架前倾、后仰偏差不超过0.5。 倾斜巷道每68坡度,支架应有1迎山角，使支架迎山有力，严禁后仰。 6）加强质量管理，及时校正中线，发现中线点不一致时，必须立即与地测部联系放线。 7）如果煤层较软，顶帮易片冒时及时打薄板木钎板控制。 8）巷道净宽、净高，误差在-30mm50mm。 9）巷道棚距，误差不大于100mm。 10）棚梁位置垂直巷道中心，梁两端扭距不超过50mm，棚梁接口应严密，缝合错位不超过5mm，同一棚梁两端水平误差不超过50mm。 11）其它按质量标准化有关要求执行。 二）沿顶板掘进时，锚索质量要求 1）采用长度8m,每根锚索用2卷CK2350药卷和2卷K2350，按照超快、快顺序自上而下排列，下用锚梁托设,锚索梁长4000mm，每根梁布置3根锚索，锚索间距1700mm，二排布设，距帮1m。所有锚索梁在巷道前进方向上要打成一条直线。 2）架棚巷道打锚索眼前，巷高必须达到2.3m，保证安装锚索前锚杆钻机行程不小于2.1m。 3）锚索眼必须与巷道顶部岩面垂直，眼深误差为50mm,偏差为50mm。 4）安装锚索时ck2350在上，k2350在下。装入时要轻轻推入眼底，搅拌前不得捅破药卷。搅拌时要边搅拌边升锚杆钻机，由慢到快向上推进，15s推至眼底，总搅拌时间为30s，推到底后搅拌时间15s,搅拌结束继续保持锚杆锚机推力3分钟，待药卷充分凝固后方可退下钻机，搅拌结束15分钟后方可安装索具，锚索预紧力不得小于100KN，锚索安装48小时后必须进行补拉，预紧力不得小于150KN，如发现预紧力下降，必须及时补拉。张拉时如发现不合格，必须补打锚索。 5）顶板破碎空顶不能打锚索时，用抬棚替代。 6、工程质量验收标准 1）保证项目 1、临时支护符合设计要求 2、杆体及配件材质、品种、规格等符合设计要求 3、树脂药卷符合设计要求 2）基本项目 1、安装质量 合格基本密贴岩面； 优良密贴岩面。 第四章 施工方法及工作组织 第一节 施工工艺 一、 巷道施工顺序 11011工作面胶带顺槽自回风联络巷施工完毕后，先以1594900“施工11011工作面胶带顺槽，施工到位后，再以33949 00“方位施工11011工作面胶带顺槽，设计长度890.6米。 二、破煤（岩）方法 11011工作面胶带顺槽设计沿二1煤层底板掘进，为全煤巷，局部可能为岩及半煤岩巷。采用全断面一次掘进，采用钻爆法破煤。 三、钻眼机具及爆破器材 1、钻眼机具选用YT-28型凿岩机，B22中空六角钻杆，Φ36mm“一”字型钻头。 2、爆破器材煤矿许用三级含水乳化炸药，1--5段毫秒延期电雷管，FD200Z发爆器一台。 3、施工方法必须按照防治煤与瓦斯突出的“四位一体”措施执行。首先对掘进工作面进行突出危险性预测预报，采取防突措施，经效果检验，各项指标不超，采取安全防护措施后，再进行正常施工。 1）全煤巷道掘进时，根据新安、义安矿掘进经验只布置掏槽眼和辅助眼，掏槽眼眼深0.8m，辅助眼眼深0.7m，煤层特别松软时，易冒落时，采用“留大根”的方式手镐落煤。 见附图五炮眼布置图和爆破参数表 2）全岩巷道掘进时布置楔形掏槽眼、辅助眼、周边眼和底眼，掏槽眼眼深1.8米,辅助眼、周边眼和底眼眼深1.6米，如图所示。 3）半煤岩巷施工时，依据防突部门校检结果另编制专项安全技术补充措施。 4）全岩巷施工时采用正向装药方式，全断面一次起爆，实现光面爆破。 5）炮掘工作面两侧防倒棚装置紧跟迎头，长度均不小于5米，每棚使用防倒棚装置不少于两个，并随掘进同步前移。 四、沿底板掘进施工方法; 一、施工方案; 1、当煤层底板起伏较大时，根据煤层底板起伏情况，适当控制在4-9范围内对11011胶带顺槽坡度进行调整，但坡度变化控制在5范围之内。 2、沿底板掘进时，采用对子棚台棚支护，工字钢梁长4m，腿长2.7m，棚距500mm，抬棚一梁三柱，点杆采用铁点杆，必要时铁点杆上面加木垫板，底板松软时，必须加柱鞋，柱鞋规格300mm300mm80mm。 3、若遇煤层变薄在3.6m以下托不住顶煤时，可沿煤层顶板掘进，此时可架设3.0m长度工字钢腿，以免巷道底板起伏过大，并恢复打锚索支护。 二、施工方法 1、11011胶带顺槽见二1煤底板后，由地测部负责给定巷道中线，施工单位严格按线施工。 2、由于11011胶带顺槽煤层赋存情况变化较大，杜绝胶带顺槽掘进时瓦斯超限，使11011胶带顺槽能够正常，有序进行，要求掘进5-10m以后安排八点班进行探煤工作，由地测部人员现场指导，进行顶板、底板钻孔探煤，特殊情况由地测部根据煤岩性变化情况现场决定。探煤后要记录清楚钻孔要素资料，数据要准确，填写必须清楚。 3、掘进放炮时只打柱窝眼，半煤岩时，只打岩层部分，放炮时严格控制装药量，以防片帮、冒顶事故。 4、沿底板掘进时，若顶煤松软，先掏顶部棚梁处，超前架设棚梁，然后清除架棚处的煤岩，挖柱窝架设工字钢棚，易发生冒顶时，施工单位要以留大根的掘进方式，打设木戗杆用荆笆将部分残留大根背好，防止煤体片落，保证迎头中部煤体滞后迎头四周2-3棚距离，再清除底部柱窝留下的煤体架设工字钢腿。 5、施工时，为防止片帮、冒顶事故，架设工字钢梁时，必须挖一棚架一棚，及时前移前探梁，背实顶、帮部，严禁空帮、空顶。 6、若遇煤层破碎易片帮时，采用撞楔法对顶、帮进行控制，楔杆采用宽100mm、长1-1.5m、厚50mm、一头带尖的木杄板，沿巷道方向以150-200仰角撞入，间距100mm-300mm。若遇顶板破碎有岩石木杄板打不进时，可采用长度不小于1.5m一头带尖的钎杆可用废钻杆加工，钎杆由窝面退后一棚向前上方打入，间距100-200mm，打入深度1m，当钎杆距窝面达到2m时可回收利用，以此类推，施工时必须及时背帮、背顶，顶板破碎时，采用荆笆背帮、背顶。严禁空帮、空顶。 7、沿底板掘进时，不准留底煤，底板起伏较大时，底煤厚度不超过300mm。 8、掘进时，正头必须布置5个注水孔，注水孔直径42mm，深度为5m，注水压力为3-7Mp，注水孔2个向外夹角15，3个向上偏角20，注水时，孔口往外渗水时停止注水。 9、打注水孔时，注水孔距巷道顶板、底板及两帮不大于300mm，必要时，可以在巷道正中打设一个注水孔。 10、沿底板掘进时，当掘进到煤层底板0.5m时，在巷道低洼处右侧做一个临时水仓，构成排水系统，水仓深3m，采用3.6m梁、2.7m腿对子棚支护，迎头采用抬棚腿（间距500mm）、背木、荆笆背严，水仓棚梁低于巷道棚梁0.8m，水仓积水坑厚度不小于3mm铁板钉护壁，必要时用撑杆加固，深度0.8m，容积不小于2m3。 11、采用手镐落煤应注意以下事项 1）在进行破煤前，必须在完好支架的保护下，用长柄工具敲帮问顶，清除悬矸危岩和松动的煤帮，并找好退路。 2）随时观察工作面状态，发现顶板煤壁、瓦斯等出现异常现象时，必须立即发出信号撤离人员。 3）严禁工作面无支护下进行破煤。 4）剥落下的大煤块，应及时砸碎，以免碰倒支架或伤人。 五、钻场施工顺序 先在钻场开口处，紧贴工字钢梁口，打两架抬棚，抬住开口处支架，对侧棚梁下打设一架抬棚加固，然后去掉开口处中线两旁两棚的棚腿（方便钻机进入施工），最后开始掘进施工进行架棚支护。同时巷道棚梁下的锚索梁继续打注。钻场打钻结束后及时去掉钻场开口处的两棚棚腿重新补上， 沿顶掘进时可采用锚索代替抬棚。 第二节 装载、运输 巷道迎头采用刮板输送机到皮带再用刮板输送机装车，1吨U型固定式矿车运输。 第三节 设备及工具配备 设备及工具配备见下表设备及工具配备表 名 称 型 号 数 量 备 注 刮板输送机 40tx 1 安装于皮带顺槽 刮板输送机 40t 1 安装于皮带顺槽 皮带输送机 800 1 安装于皮带顺槽 局 扇 2BKJ NO.6.3230kw 1 接于动力负荷上 局 扇 2BKJ NO.6.3230kw 1 接于专用线路上 总 开 关 KBZ-200 2 安装于轨道大巷 开 关 QC83-80 2 水 泵 综 保 开 关 ZBZ-2.5C 1 煤电钻综保 开 关 ZBX-4C 1 照 明 综 保 开 关 QBZ4120 1 风 机 开 关 水 泵 22kw 2 安装于巷道泵窝 注水泵 5D-2/150 1 安装与巷道正头 风动凿岩机 YT--28 3 安装于巷道正头 第五章 生产系统 第一节 运输系统 一、运输方式 迎头采用爆破落煤，通过人工装入刮板输送机带到皮带输送机再由刮板输送机装入1t矿车内，用人工推车至第二中部车场，由电机车牵引至副井，从副井罐笼提升到地面。 二、运输线路 工作面11011工作面胶带顺槽第二中部车场东翼轨道运输大巷轨道运输石门井底车场副井地面。 第二节 运料系统 一、运输方式 用1t固定式矿车或花车装料，由电机车牵引至11011工作面第二中部车场口，然后用人力运至工作面， 二、运输线路 地面副井井底车场轨道运输石门东翼轨道大巷第二中部车场11011工作面胶带顺槽工作面。 见附图六11011工作面胶带顺槽运输系统图 第三节 通风系统 采用局部通风机压入式通风。 一、掘进工作面风量计算 1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 Q100（67）qk 式中Q--掘进工作面实际需要风量； 100（67）单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1或二氧化碳浓度不超过1.5的换算值； q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量取2.56 m3/min k掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备风系数k1.82.0，取1.8。 则Q1002.561.8460.8m3/min 2、按每循环炸药消耗量计算 Q25A 式中Q--掘进工作面实际需要风量m3/min 25每千克炸药爆炸不低于25 m3/min A--一次爆破的最大装药量，kg A5.6kg（全岩巷时为20Kg） 则Q140m3/min 3、按工作面同时工作的最多人数计算 每人每分钟需风量为4 m3，工作面交接班时人数最多为46人。 Q4Ν 式中Q--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最多人数。 则Q184m3/min 综合以上，Ｑ取最大值为460.8m3/min。 FBD NO.6.3230kw局扇实际吸风量为600m3/min。根据计算结果，应选FBD NO.6.3230kw风机供风，一台使用一台备用，均可满足要求。其中一台接至动力电源，另一台接至专用电源，两台局扇用自动倒台装置实现自动倒台，实现风电、瓦斯电闭锁，保证工作面正常通风，风筒直径为800mm。 5、 掘进工作面风速验算 按煤矿安全规程规定，巷道风速必须满足以下要求 即 Vmin0.25m/s Vmax4m/s Smin9.6m2 Smax10.5m2 则 Vmin 600/10.5/600.95m/min Vmax 600/9.6/601.01m/min 所以 0.25m/s （Vmax Vmin）4m/s 故风速符合煤矿安全规程规定 选用FBD NO.6.3230kw风机，风量为600m3/min符合规定。 由于新义矿属煤与瓦斯突出矿井，煤层中瓦斯含量较大。因此，11011工作面胶带顺槽在掘进中，若实际条件发生变化导致供风量不足时，可铺设两趟风筒供风，一趟直径800mm，另一趟直径600mm。 二、通风方式 1、风机安装位置风机安装于第二中部车场防突风门外新鲜风流中，具体地点由通风部门现场指定，确保不串联通风。 2、通风方式压入式通风。风筒出风口距迎头岩巷不超过8m，煤巷不超过5m；风筒吊挂平直，逢环必挂，拐弯处采用特制弹簧风筒或弯头，采用双反向压边接口。 3、通风线路 1新鲜风 地面主副井轨道运输石门东翼轨道大巷局扇第二中部车场11011工作面胶带顺槽工作面。 2乏 风工作面11011工作面胶带顺槽胶带顺槽回风斜巷 东翼回风大巷回风石门风井地面。 见附图七11011工作面胶带顺槽通风系统示意图 第四节 监测系统 一、安全监测设备 KJ--95型监测系统布置在地面监控中心机房，KJF3.1型分站一台，布置于东翼轨道大巷风门外（炸药库东口处）。 二、探头位置 T1距掘进正头不超过5m，T2距回风巷口10---15m，巷道长度超过5001000m时在巷道中部增加一部探头。 悬吊位置于风筒异侧，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。 三、报警断电点 T1报警点为0.6、断电点为0.6，T2报警点、断电点均为0.6，（T3 报警点为0.6、断电点为0.6。 四、断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。 五、当班的班长，队干、电工、放炮员必须携带便携式瓦斯检测仪上岗。 六、使用瓦斯电、风电闭锁。 见附图八11011工作面胶带顺槽监测系统布置示意图 第五节 防尘系统 11011工作面胶带顺槽内应设防尘管路、净化水幕、降尘喷雾等防尘降尘设施。防尘管路紧跟窝面随工作面进度同步前移，吊挂在巷道左帮；净化水幕安设三道，一道距工作面正头不超过50m、100m各一道，一道距回风口不超过50m；降尘喷雾安设在各转载点处，在打钻、放炮期间必须正常开启。 第六节 供风、供水和瓦斯抽放管路系统 一、供风、供水和瓦斯抽放系统分别从第二中部车场引接供风管一趟（3寸钢管）和一趟供水管（2寸钢管），至胶带顺槽工作面。供风、供水管布置在巷道左帮。 二、瓦斯抽放管（Ф350）铺设在巷道右侧风筒侧，距巷道底板2100mm。 第七节 供电系统 一、动力电源 由井下第一中部车场临时变电所动力变压器660V低压供电→11011工作面胶带顺槽各用电点。 二、风机专用线 由井下双电源供电 1路为第一中部车场临时变电所专用变压器低压660V→11011工作面胶带槽专用风机。 2路为中央变电所低压660V专线→第一中部车场临时变电所→11011工作面专用风机。 三、供电系统要求 实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。 四、电气设备及电缆安装要求按照新义煤矿机电系统文明生产实施细则要求，实现标准化及文明生产标准。 见附图九11011工作面轨道顺槽供电系统图 第八节 通讯系统 一、值班室安设调度电话，可直拨矿内各单位，24小时有专人接听。 二、工作面正头及巷道开口处，各安设一部防爆电话，可直拨矿内各单位，24小时有专人接听。 第六章 劳动组织及循环图表 第一节 劳动组织 采用“三八”制作业方式，煤巷依据防突“四位一体”措施实施情况组织生产，按“四位一体”防突措施进行消突后，循环进尺0.5米，每班三个循环，详见劳动组织及循环图表 附劳动组织表 劳动组织表 工 种 班组出勤人数 小 计 备 注 0 8 4 信号工 1 1 1 3 溜子司机 2 2 2 6 皮带司机 1 1 1 1 验 收 员 1 １ 1 3 打 眼 工 2 2 2 6 运料工、推车工 4 4 4 12 机 电 工 1 1 1 3 架 棚 工 7 7 7 21 班 长 1 1 1 3 跟班队长 1 1 1 3 看 风 机 1 1 1 3 修 护 4 4 4 12 杂 工 5 合 计 26 31 26 83 第二节 循环图表 一、按“四位一体”防突措施进行消突后，按正规循环组织生产。 煤巷掘进每班3个循环，循环进尺0.5m。 附沿底板掘进正规循环作业图表 工程 名称 时间（min） 第一班（其它班均同） 1 2 3 4 5 6 7 8 交接班 验收 20 打眼 放炮 通风 70 临时 支护 30 装煤 架棚 100 清理 30 注由于此煤层为煤与瓦斯突出煤层，根据防治煤与瓦斯突出细则及 相关规定需打释放孔和效检孔等防突措施，将占用时间，则劳动正规循 可进行适时调整。 第七章 主要技术经济指标 序号 项 目 单 位 棚式支护 备 注 1 巷道总长 m 890.6 2 掘进断面 m2 12.35 3 净 断 面 m2 10.43 4 支护形式 工字钢对子棚 抬棚 工字钢对子棚 锚索梁 5 循环进度 m 0.5 6 日循环个数 个 6 7 正规循环率 90 8 实际月进度 m 84 9 循环出煤量 t 20.4 10 每米巷道炸药消耗 kg/m 4.8（15.9） 括号内为岩巷 11 每米巷道雷管消耗 发/m 12（36） 括号内为岩巷 12 日出勤人数 个 75 13 坑木消耗 m3/100m 4.5 14 全员工效 m/工 0.0455 15 背木消耗 根/m 120 16 荆芭消耗 块/m 22 17 施工工期 月 10.6 第八章 避灾路线 一、灾害预防 1、一旦发生灾变，施工人员要沉着冷静，分清是何种灾变，选择最近的避灾路线逃生。 2、灾害发生后，要及时向调度中心汇报，在跟班队长或班组长的统一指挥下，有组织地逃生。遇到火灾，煤与瓦斯爆炸等事故时，要正确借助自救器帮助逃生。 3、开工前，由队干部带领全队职工现场熟悉避灾路线。 二、避灾路线 发生火灾、水灾、瓦斯、煤尘爆炸时，按以下路线迅速或其它可行路线撤退。 1、发生水灾时撤退路线 工作面胶带回风斜巷东翼回风大巷回风石门风井地面。 2、发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时撤退路线 工作面11011工作面胶带顺槽第二中部车场东翼轨道大巷轨道运输石门井底车场副井地面。 见附图十11011工作面胶带顺槽避灾路线图 第九章 安全技术措施 第一节 施工准备 1、施工前，由队长负责组织人员，由技术人员传达贯彻作业规程及相关措施，并进行考试、签字，考试合格后方可下井作业。 2、施工前地测部必须提前标好巷道中、腰线，施工单位严格按线施工。 3、开口前必须对开口处10m范围的支护进行检查、加固，消除一切不安隐患。 4、施工前按设计要求，形成正规的通风系统和其它系统，并能正常的使用。 5、开工前必须经相关科室检查同意后，并且持有批准的开工报告方可施工。 第二节 防治煤与瓦斯突出安全技术措施 为加强防突管理，进一步落实“四位一体”防突措施，掘进前需要制定具体的防突设计和措施，经报批后方可施工。 1、施工过程中如迎头煤、岩发生变化或各类钻孔出现异常时，必须停止掘进，及时向地测部及领导汇报，采取措施探明前方地质构造，并认真分析，制定相应措施后方可恢复掘进。 2、井下作业人员必须接受防治突出培训，熟悉突出预兆和防治突出基本知识，提高煤与瓦斯突出的敏锐性。对巷道压力增大、瓦斯涌出忽大忽小、气温变化异常、打钻夹钻、喷孔等突出征兆时，必须立即停止作业、撤出人员向调度室汇报。瓦检员、安检员加强瓦斯检测，在瓦斯涌出稳定30分钟后，经检查无突出危险时经总工批准后方可作业。 3、放炮30分钟后，跟班队（班）长、瓦检员、安检员、放炮员方可进入工作面检查，待检查安全后，其它人员方可进入。 4、掘进过程中，必须坚持“有煤必探、先探后掘”的原则，摸清巷道前方1520m范围内（由防突部负责探明）巷道与煤层的位置关系和地质构造情况，防止误揭煤层，并及时填绘巷道与煤层关系剖面图。 沿煤层掘进时，要密切注意前方煤层厚度变化，并对煤层的突出危险性进行预测。 5、在接近煤层时，按地测部下达见煤预报施工，施工时必须采取边探边掘措施，钻孔布置在工作面正前方，方可垂直顶板底板，孔深不小于5米。 6、掘进巷道内每50m设一组压风自救装置，每组8个，第一组距工作面2040m，数量8个。压风自救必须严格按规定进行安装、管理、维护，确保完好。 7、掘进放炮必须执行远距离放炮规定，放炮站应设在进风侧反向风门之外或避难硐室内，距工作面不得小于300m。爆破作业时，反向风门必须关闭，放炮及警戒地点必须装设压风自救装置。 8、严格按照防突部门下发的预测（效检）报告单规定的限掘距离进行施工。掘至预测（效检）规定的停倔位置后，要及时通知防突部门进行预测或施工措施孔。 9、施工单位应加强探煤工作，每班探煤情况及时向地测部、调度室汇报，探煤时，必须有地测人员现场指挥。 10、其它防突事项严格按照防突部下发的防突专项措施。 第三节 钻眼爆破掘进安全技术措施 一、打眼安全技术措施 1、严格执行敲帮问顶制度。每次打眼前，要先进行敲帮问顶，当顶板岩层有裂隙或怀疑岩层可能有离层时，要用震动问顶