201开拓系统设计 129页

'开拓系统设计前言邦达能源盘县断江新起点煤矿生产能力为15万吨/年，自2023年5月份颁证验收结束后，主采12#煤层，为低硫精煤。截止2025年3月，已经开采12#煤层总量为32万吨，现12#煤层布置有一个11207回采工作面，已经到达井田边界，是12#煤层的最后一个工作面，回采已接近尾声。因现在的202运输下山和回风上山，由于受到12#煤层开采的破坏，巷道矿压较大，巷道变形严重，不能满足其它煤层的开拓和安全生产的要求。所以迟迟未能进行接替采煤工作面的布置，采掘已失调。为此我矿经煤矿股东会议研究决定重新设计202开拓系统，接替原有的202开拓系统，在开拓期间回收202开拓系统煤柱，避免202开拓系统形成之前无煤可采的局面。邦达能源盘县断江新起点煤矿准备开拓的202开拓系统。根据煤矿煤层分布及开采状况看,主要服务的煤层是17#、18#、19#、22#、24#煤层，本次矿井202开拓系统设计方案的设计可采储量为60万吨，可服务矿井开采3年。第一章矿井概况65 一、地理概况1、矿井所在地理位置地理位置：该矿位于盘县断江镇老屋基村、红果镇松山村境内，矿区直距盘县城关镇19km，红果镇12km。行政区划属盘县断江镇管辖区。矿井地理坐标：东经104°28′36″—104°29′04″北纬25°49′04″—25°49′48″2、交通情况矿区直距盘县城关镇19km，红果镇12km；320国道从红果镇经过，红果镇、火铺镇、断江镇至井田内均有公路相连；贵昆铁路盘西支线从井田外东部经过（井田直距红果火车站12km、平田火车站10km、沙沱火车站11km），矿区内有大板桥至火铺公路通过，与盘水公路于大板桥相接，煤炭运输较为方便，交通较为方便（见交通位置图）。65 新起点煤矿矿山交通位置图二、地质构造及特征（一）地层1、地层矿区域内出露地层主要为二叠系上统峨眉山玄武岩（P3β）、龙潭组（P3l）、三叠系下统飞仙关组(T1f)及少量第四系（Q）。分述如下：1）峨眉山玄武岩组（P3β）：出露于西北部外围，由深灰色及灰绿色拉斑玄武岩、紫色凝灰岩、灰色致密的凝灰质角砾岩等组成，总厚度约65-597m，与上覆龙潭组呈假整合接触。2）龙潭组（P3l）65 ：为矿段内含煤地层，属以细碎屑岩为主的海陆交互相沉积。岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成，厚度210-283m，一般240m。含煤7-49层，一般可采3-22层。以含煤性及岩性组合特征，分为三段：①龙潭组上段（P3l3）：为1#煤层至12#煤层顶板，岩性由中细砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。厚87～101m，平均厚93m。含煤13～23层，其中可采和局部可采煤层四层，煤层簿，层间距稳定。②龙潭组中段（P3l2）：为12#煤层至24#煤层顶板，由中粒、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，厚90～125m，平均厚度100m。含煤15～23层，其中可采和局部可采煤层11层，结构复杂，煤层厚度、煤层层间距变化大。③龙潭组下段（P3l1）：为24#煤层至煤系底部，由细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。厚37～57m，平均厚度47m。含簿煤层6～18层，结构复杂，煤层簿且不稳定，煤层层间距小，含硫高，仅24#煤层为局部可采煤层。3）三叠系下统飞仙关组（T1f）：未见顶，厚度大于200m。①绿色岩层（T1f1）：为灰绿色细砂岩、粉砂岩、薄层砂质泥岩、泥岩组成，下部富含动植物化石及星散状黄铁矿，平均厚度132m。②紫色岩层（T1f2）：多由紫色泥岩、砂岩、泥质粉砂岩等组成，平均厚度大于200m。4）第四系（Q）:该地层主要为坡、残积物，多分布在地形低洼地带，岩性为亚粘土及含碎石亚粘土，厚度0～15m左右。（二）构造65 新起点煤矿位于盘关亦资孔向斜西翼北段，为一倾向30度到130度的单一构造，地层倾角30度至43度，平均40度。矿区内发育，F9号逆断层，位于井田中部，倾向西东方向，长约250m，，倾角40-50度，一般45度，断层落差约11-22m，为倾向逆断层；F13号正断层，位于矿界南西，走向北东南西向，长约400m，南西延伸至矿界外，倾向北西，倾角60-70度，一般65度，断距落差约7-10m，为平移正断层。矿区内F9号、F13号断层在12#煤层中掘露，预计对其他煤层沿走向、倾向的产状有一定的影响。三、煤层1、含煤性区内含煤地层为龙潭组（P3l），为矿段内含煤地层，属以细碎屑岩为主的海陆交互相沉积，岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成，厚度210-283m，一般240m。含煤7-49层，一般可采3-22层，全区可采煤层8层，其它为零星或不可采煤层。2、可采煤层根据勘探资料，矿区可开采煤层有M3、M4、M12、M17、M18、M19、M22、M24煤层。1）M3煤层：煤层结构简单，偶含1层高岭石泥质夹矸（厚0.03～0.05m），煤层厚度0.80～2.83m，平均厚度1.80m,煤层对比可靠、稳定，为全区可采的簿煤层，顶板为水平层理的粉砂岩、砂岩和菱铁质粉砂岩，坚硬、很难垮落，底版为泥岩和泥质粉砂岩。2）M4煤层：结构煤简单，含夹矸1层，距M3煤层7.95～15.52m，平均13m，煤层厚度1.52～1.82m,平均厚度1.70m，煤层对比可靠、属较稳定煤层，无伪顶，直接顶板为4m左右的粉砂质泥岩和菱铁矿层，直接底板为0.6m泥土岩,老底为砂岩。65 3）M12煤层：距M4煤层26.55～48.88m，平均38.0m，煤层厚度4.56～3.50m，平均厚度4.20m，含夹矸1层，为结构简单煤层，煤层对比可靠，属稳定煤层。无伪顶，直接顶板为灰色粉砂岩和菱铁质粉砂岩，老顶为菱铁质细砂岩，底板为粉砂质泥岩和泥质粉砂岩。现为该矿区主采煤层。4）M17煤层：距M12煤底32.62m～48.73m，平均40m，煤层厚度3.50～7.41m，平均厚4.80m，煤层中夹有1～2层泥岩夹矸，是井田内可采煤层中煤质最好的层煤之一,本井田范围内本层大矿开采的主煤层，平均厚度4.80m，煤层较稳定。5）M18煤层：距M17煤底14.49～32.24m，平均22m，煤层厚0.93～2.07m，平均厚度1.52m，夹0～1层泥岩矸石，煤层有分叉合并现象，有时与M16煤层合并，属较稳定煤层，全区大部地段可采。煤层有伪顶，为0.4m的泥岩夹煤，直接顶板为粉砂岩和菱铁质粉砂岩,厚7.5m，底板为泥质粉砂岩,厚0.3m，煤层较稳定。6）M19煤层：距M18煤4.98～12.27m，平均12m，煤层结构复杂，夹矸0～1层，煤层对比可靠，属较稳定煤层，厚1.97～2.21m，平均厚度2.1m，大部可采。煤层有伪顶，为0.2m的泥岩，直接顶板为粉砂岩，老顶为粉砂岩和细砂岩，直接底板为泥质粉砂岩，厚0.3m，煤层较稳定。7）M22煤层：距M19煤底6.12～21.74m，平均14m，煤层结构简单，含夹矸0～1层，煤层厚度0.63m～1.46m，平均厚1.05m，局部有与上下煤层合并现象，属较稳定煤层。煤层有伪顶，为0.3m的泥岩，直接顶板为泥质粉砂岩和粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。8）M24煤层：距M22煤底1.26～12.5m，平均4m，为单一结构煤层，煤层厚为0.92m～3.76m，平均厚度1.62m65 ，局部有与上下煤层合并现象。属较稳定煤层。煤层有伪顶，为0.3m的泥岩，直接顶板为泥质粉砂岩和粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。矿井可采煤层煤层特征详见表可采煤层特征表煤层编号平均厚度(m)煤层平均间距(m)煤层平均倾角(度)夹矸层数稳定性顶　底　板顶　板底　板M31.8013400稳定粉砂岩、砂岩泥岩和泥质粉砂岩M41.70401较稳定粉砂质泥岩和菱铁矿层粘土岩、砂岩56M124.30401-2较稳定粉砂岩细砂岩粉砂质泥岩和泥质粉砂岩19M174.80401-2较稳定泥质粉砂岩泥岩22M181.52400-1较稳定粉砂岩泥质粉砂岩11.54M192.10400-1较稳定粉砂岩细砂岩泥质粉砂岩14M221.05400-1较稳定泥质粉砂岩和粉砂岩泥质粉砂岩4M241.62400-1较稳定泥质粉砂岩和粉砂岩泥质粉砂岩煤层柱状详见新起点煤矿综合地层柱状图四、煤质特征：1、煤岩物理性质井田内可采煤层主要为65 焦煤，颜色为黑灰色，块状为主，少量粒状，粉粒状次之；各煤层质地较坚硬，大多数煤层性脆，结构主要为宽～细条带状，少量线理状；玻璃光泽为主，似金属光泽次之，少量沥青光泽和金刚光泽；断口主要为阶梯状、平坦状，少量贝壳状，偶见参差状和棱角状；内生和外生裂隙较发育，充填薄膜状、网格状、脉状方解石，含较多结核状、透镜状、侵染状、星点状、蠕虫状黄铁矿；煤层见滑面，部分煤层由于受构造挤压，形成糜粒状、参差状和棱角状断口，高角度滑面。2、煤的容重可采煤层密度汇总表煤层编号M3M4M12M17M18M19M22M24视密度1.401.401.401.401.401.401.401.40各煤层的容重均为1.40m3/t。3、化学性质及有害成分（1）工业分析各煤层主要煤质指标详见如下表可采煤层主要煤质特征表煤　层编　号煤　种类　别工　业　分　折发热量(MJ/kg)Wf(%)Ag(%)Vr(%)全硫（St.d％）M3气　煤1.1421.3836.270.2135.355M4气　煤1.3822.4033.730.3735.083M12焦煤0.7310.9032.580.1535.752M17焦　煤0.5514.3433.910.1236.108M18焦　煤1.2220.3933.140.8735.334M19焦　煤1.1218.0232.370.2136.714M22焦　煤0.7920.0231.522.6534.999M24焦煤1.0421.1931.112.5334.916（2）煤岩的工业类型M3、M4煤层为中灰分、特低硫、特高热值气煤，M12、M17、M19煤层为低中灰、特低硫、特高热值焦煤，M19煤层为中灰分、低硫分、特高热值焦煤，M22、M24煤层为中灰分、中高硫、特高热值焦煤。（3）煤的化学性质1）发热量：原煤发热量一般在35.13(MJ/kg)左右，精煤发热量一般在35.55(MJ/kg)以上。2）挥发分：原煤平融黏结及不膨涨均挥发分34%左右，精煤挥发分在35%左右，一般变化不大。65 3）元素分析：炭含量一般在87%左右，氢含量一般在5.5%左右，氮含量很小，在1.45%-1.9%之间，硫和氧的含量一般在4-7%之间。4）煤灰成分：主要以SiO2、AL2O3和FeO为主，CaO次之，其中二氧化硅为最高，一般达60%以上。5）灰熔点：T2最小为1210°C，最大为1500°C，一般在1250°C属中灰熔点灰分。（4）煤的工艺性能1）煤灰熔融性原煤煤灰熔融性软化温度（ST，℃）含量，根据我国行业标准MT/T853.1-2000《煤灰软化温度分级》的规定各煤层属中等软化温度灰（MST）。2）热稳定性主要可采煤层的试验表明，TS+6两极值31.4～79.7%，平均值61.2%，TS～1两极值1.4～30.7%，平均值10.0%。属热稳定性中等煤层。3、煤的用途根据煤层的化学性质和工艺性能，井田煤层具有广泛用途，可作为练焦煤、化工用煤、电力、动力用煤和民用煤等。4、煤层内风氧化带及采空区边界线的确定矿山未采风、氧化带煤层样，根据矿山原生产井及老窑开采情况，煤层风氧化带为煤层露头往下斜深约25m。该矿区内主要可采煤层为M3、M4、M12、M17、M18、M19、M22、M24共八层，可采煤层样品（原煤）分析结果及可采煤层浮煤煤质分析结果，详见下表。可采煤层主要煤质特征表65 煤　层编　号煤　种类　别工　业　分　折发热量(MJ/kg)Wf(%)Ag(%)Vr(%)全硫（St.d％）M3气　煤1.1421.3836.270.2135.355M4气　煤1.3822.4033.730.3735.083M12焦煤0.7310.9032.580.1535.752M17焦　煤0.5514.3433.910.1236.108M18焦　煤1.2220.3933.140.8735.334M19焦　煤1.1218.0232.370.2136.714M22焦　煤0.7920.0231.522.6534.999M24焦煤1.0421.1931.112.5334.916五、矿井主要灾害因素1、煤层瓦斯赋存及规律瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占90%，以游离状态贮存的占10%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。新起点煤矿未进行各煤层瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯吸附常数、煤的孔隙率，煤层透气性系数、百米钻孔自燃瓦斯涌出量及其衰减系数等参数测定。建井过程中业主必须请有资质的单位进行煤层瓦斯基本参数测定。2、煤层瓦斯含量、压力盘县断江新起点煤矿地质报告中没有提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关资料。盘县断江新起点煤矿位于盘江煤电（集团）有限责任公司老屋基矿（简称“老屋基矿”）内，最低采矿标高+1650m，+1650m标高以下资源属“老屋基矿”，根据老屋基矿的总体瓦斯资料，老屋基矿+1350m标高瓦斯含量见表4-1-1，瓦斯梯度为1.7～2.6m3/t.100m。老屋基矿+1350m标高处各煤层瓦斯含量和压力表65 煤层编号M3M4M12M17M18M19M22M24瓦斯含量（m³/t）8.739.1110.0710.049.7610.3710.9910.31图2－2－1　　盘县新起点煤矿与老屋基煤矿矿界叠合图3、矿井瓦斯涌出量各煤层开采时矿井的瓦斯涌出量煤层采面瓦斯涌出量掘进瓦斯涌出量采区瓦斯涌出量采空区涌出系数矿井瓦斯涌出不均匀系数矿井相对瓦斯涌出量矿井绝对瓦斯涌出量(m3/t)(m3/min)(m3/t)KKn(m3/t)(m3/min)313.902.0023.611.251.132.4610.2649.891.0015.11.251.120.766.561225.083.5342.251.251.158.0918.351715.063.1629.481.251.140.5412.811826.111.5535.571.251.148.9115.451913.611.4421.051.251.128.949.142216.150.8221.441.251.129.489.31242.031.407.851.251.110.793.414、矿井煤（岩）与瓦斯突出危险性根据20012年7月煤炭科学研究总院沈阳分院鉴定，本矿井田范围内12#、17#、18#煤层，+1650m及其以上标高有煤与瓦斯突出危险性。65 19#、22#、24#煤层，在未作鉴定之前，本次各煤层均按突出煤层进行设计和管理。5、矿井瓦斯等级根据贵州省能源局文件（黔能源煤炭［2022］392号）《对六盘水市煤矿2022年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，断江镇新起点煤矿绝对瓦斯涌出量5.73m³/min，相对瓦斯涌出量26.82m³/t,鉴定批复结果均为突出矿井。6、其它有毒有害气体情况煤矿井下其它有毒有害气体有CH4、C0、C02、NO2、S02、H25等。7、煤尘爆炸性指数及爆炸危险性盘县断江新起点煤矿由原断江镇泥嘎煤矿和原红果镇泥嘎煤矿整合而成。该矿共有八层可采煤层，煤层编号从上往下依次为M3、M4、M12、M17、M18、M19、M22、M24煤层；其中M3煤层已采空。根据云南省煤炭产品质量检验站2021年12月出具的M4、M12、M17、M18、M19、M22、M24煤层煤尘爆炸性鉴定报告，M4、M22无煤尘爆炸性；其它煤尘煤尘均具有爆炸性。本次矿井按煤尘有爆炸性进行设计和管理。煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，确保安全文明生产和矿工的身体健康。8、煤层自燃发火期和自燃倾向性盘县断江新起点煤矿由原断江镇泥嘎煤矿和原红果镇泥嘎煤矿整合而成。该矿共有八层可采煤层，煤层编号从上往下依次为M3、M4、M12、M17、M18、M19、M22、M24煤层；其中M3煤层已采空。65 根据云南省煤炭产品质量检验站2021年12月出具的M4、M12、M17、M18、M19、M22、M24煤层自燃倾向性鉴定报告，煤层均属Ⅲ类不易自燃煤层。本次矿井按Ⅲ类不易自燃煤层进行设计和管理。在煤矿开采生产过程中，应加强通风管理，暂时不用的巷道和废弃的巷道要及时密闭，采面回采结束后要按规定及时密闭。六、煤层顶、底板情况1、M3煤层顶板为水平层理的粉砂岩、砂岩和菱铁质粉砂岩，坚硬、很难垮落，底版为泥岩和泥质粉砂岩。2、M4煤层结构煤简单，煤层对比可靠、属较稳定煤层，无伪顶，直接顶板为4m左右的粉砂质泥岩和菱铁矿层，直接底板为0.6m泥土岩,老底为砂岩。3、M12煤层无伪顶，直接顶板为灰色粉砂岩和菱铁质粉砂岩，老顶为菱铁质细砂岩，底板为粉砂质泥岩和泥质粉砂岩。现为该矿区主采煤层。4、M17煤层是井田内可采煤层中煤质最好的层煤之一,本井田范围内本层大矿开采的主煤层，平均厚度4.80m，煤层较稳定。直接顶板为灰色粉砂岩和菱铁质粉砂岩，底板为粉砂质泥岩和泥质粉砂岩。5、M18煤层有伪顶，为0.4m的泥岩夹煤，直接顶板为粉砂岩和菱铁质粉砂岩,厚7.5m，底板为泥质粉砂岩,厚0.3m，煤层较稳定。6、M19煤层有伪顶，为0.2m的泥岩，直接顶板为粉砂岩，老顶为粉砂岩和细砂岩，直接底板为泥质粉砂岩，厚0.3m，煤层较稳定。7、M22煤层有伪顶，为0.3m的泥岩，直接顶板为泥质粉砂岩和粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。8、M24煤层有伪顶，为0.3m65 的泥岩，直接顶板为泥质粉砂岩和粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。因此，在采掘过程中应加强底板软岩管理及破碎地段顶板的支护。在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，并根据顶板矿压显现及回采高度随时调整支护密度，以保证生产安全。七、水文地质特征1、矿区各碎屑岩裂隙含水层，主要通过露头区接受大气降雨补给，呈现垂直渗透，运移速度相对较快，向深部随裂隙率减弱，运移速度减缓，并沿层面随地形呈水平运移，遇有溪沟切割处以泉水排泄。显现雨季集中补给，常年排泄的特点。2、根据煤矿的《水文地质调查报告》，煤矿的水文地质条件为中等，矿井正常用水量为17.17m³/h,最大矿井用水量为28.58m³/h.。65 第二章202开拓系统设计方案第一节、202开拓系统设计概况此次邦达能源盘县断江新起点煤矿202开拓系统设计方案，主要是为了优化巷道布置，合理布置通风系统，设计开采储量较多，在充分利用原有巷道和系统的基础上，本着技术可行、安全可靠、经济合理的原则进行202开拓系统设计。1、202开拓系统设计的202材料下山上部车场开口选择在副井轨道下山井底车场内，沿12#煤层走向布置上部车场，然后沿12#煤层底板（距离煤层10米）倾斜方向布置一条202材料下山。2、从102皮带巷中的12#煤层中布置一条运输石门，运输石门掘进23米后沿斜方向布置一条202运煤上山。在12#煤层底板（距离12#煤层23米）布置一条202回风上山与总回风系统贯通。3、202开拓系统的通风系统与12#煤层的通风系统相互独立，能保证开拓工程始终不影响12#煤层的正常生产。4、本方案井巷布置较为合理，主运输设备布置在一条巷道内，材料运输系统布置在一条巷道内，布置一条独立的回风上山，本方案运输环节简单，设备利用率高，生产系统集中，便于管理。第二节、202开拓系统设计一、202材料下山巷道布置(详见开拓系统平剖面图)1、202材料下山巷道开口布置在副井轨道下山井底车场落平点往南5米处，按N340º方位，巷道坡度为±3°‰开口，开拓掘进20米（A1→A2）；2、按N30º方位，巷道坡度为±3°‰进行开拓，开拓掘进60米65 （A2→A3）；3、按N315º方位，巷道坡度为±3°‰进行开拓，开拓掘进12米（A3→A4），作为202材料下山的上部车场；4、按N255º方位，巷道坡度为±3°‰开拓，开拓掘进4米，作为202材料下山绞车硐室（A4→A5）；5、从开拓系统图中的A4号点按N75º方位，巷道坡度为-28°沿12#煤层底板开拓（距离12#煤层12米），开拓掘进200米，作为202材料下山的（A4→A6）；二、202运煤上山巷道布置1、202运煤上山巷道开口布置在102皮带巷往西23米处，按N287º方位，巷道坡度为±3°‰开口，开拓掘进202运输石门23米（B1→B2）；2、按N208º方位，巷道坡度为±3°‰进行开拓，开拓掘进4米（B2→B3）；3、按N153º方位，巷道坡度为-22°进行开拓，开拓掘进156米（B3→B4）作为202运煤上山。三、202回风上山巷道布置1、从202运输石门C1点，按N162º方位，巷道坡度为-22°‰开拓，开拓掘进158米（C1→C2）,作为202回风上山。4、从202材料下山井底车场A6点按N229º方位，巷道坡度为-3°‰沿12煤层底板开拓（距离12煤层23米），开拓掘进82米，与202运煤上山和202回风上山贯通（A6→C2→B4），贯通后202开拓系统形成负压通风其中202材料下山和202运煤上山作为202开拓系统的进风巷道，202回风上山为回风巷道。四、202开拓系统井底水仓巷道布置65 1、从202井底车场B4点沿12#煤层底板（距离12#煤层23米），按N112º方位，巷道坡度为-25º开拓，开拓掘进25米（B4→D5）；2、从开拓系统图中的D3、D5(B4-D3点12.5米，B4-D5点25米)按N22º方位，巷道坡度为+5°‰开拓，开拓掘进30米，作为202开拓系统井底水仓的主、副水仓（D3-D4、D5-D6）；3、已C2为起点，按N112º方位，巷道坡度为-25º开拓，开拓掘进25米与D4、D6点贯通，作为202开拓系统井底水仓的回风巷；4、从开拓系统图中的D1点（B4→B1点10米）按N112º方位，巷道坡度为+5°‰开拓，开拓掘进12.5米，与副水仓垂直贯通，作为副水仓的吸水井。5、从开拓系统图中的D2点(B4→D2点20米)按N112º方位，巷道坡度为+5°‰开拓，开拓掘进25米，与主水仓垂直贯通，作为主水仓的吸水井。第三节、202开拓巷道支护设计一、202开拓系统巷道支护形式202开拓系统的202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道的支护形式为U型。二、202开拓系统巷道设计规格为了便于巷道掘进时风筒、压风管路、防尘管路、抽放管路、供电线路、监控线路、运输设备的铺设及满足行人要求，202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道设计规格为：1、巷道净宽：下净宽：3200mm，中线至任何一帮距离不得小于10mm不得大于20mm。2、巷道净高：2900mm，高度不得小于15mm不得大于30mm。3、严格按腰线施工，腰线坡度前倾后仰角误差不得大于±65 5°‰。4、背帮背顶必须固定牢固，背帮背顶平整，每架棚子之间不低于22块直径为100mm半圆木背材。5、支架间距为700mm，误差不超过±50mm，支架扭曲量明暗不大于30mm。6、为防止支架棚腿穿底，棚腿应焊300mm的铁鞋。7、水沟位置放在下帮侧，规格为：上宽×下宽×深=340×200×250mm的水沟，不需混泥土浇灌。二、巷道支护材料选型1、根据新起点围岩性质、矿山压力及原来建井时的支护经验，202开拓系统采用钢型棚支护比较适宜。2、U29#矿用U型钢拱形棚支架特点U29#矿用U型钢拱形棚支架承受压力大，支撑时间旧，易安装不易变形等特点。3、U29#矿用U型钢拱形棚支架参数 （1）截面面积F 为36.92 cm2 , 重量G 为28.98 kg/m, 钢材的弹性模量为2.10×1011 N/㎡ , 剪切模量为0.3, 密度为7800kg/m³ 。（2）最大下脚宽度为3.4m,最大支撑高度为3.1m。4、202开拓系统支架选型经过煤矿安委会讨论决议202开拓系统所属巷道开拓时的支护材料选用U29#矿用U型钢拱形棚支护，符合设计要求。见（U29#矿用U型钢拱形棚支护断面图）四、巷道超前支护设计202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道的超前支护采用长度为4.5m的11#矿用工字钢作为前探梁，65 前探梁每组使用三根，每根之间的间距为500mm，前探梁伸入空顶区后，每根前探梁用3对φ22mm的吊环挂在永久棚梁上作为超前临时支护，保护范围为1m,保护范围内的前探梁上铺设宽300mm，厚100mm的大板。（见超前支护图）第三章202开拓系统施工工艺-第一节、掘进施工工艺流程图202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道掘进时，掘进工作面采用炮掘，即爆破落煤、岩，人工装矿车提升运输；在202材料下山绞车硐室安设一部2JTP-1.2×0.8（滚筒直径1.2m,滚筒宽度0.8m）提升绞车，在202运输石门巷道中安设一部可伸缩DSJ65/20/40（皮带宽度650mm,2台40KW电机）皮带运输机运输，在202运煤上山巷道中安设一部可伸缩DSJ65/20/40（皮带宽度650mm,2台40KW电机）皮带运输机运输；在202运输联巷中安设一部SGB-40刮板运输机运输，在202回风上山巷道中安设一部可伸缩DSJ65/20/40（皮带宽度650mm,2台40KW电机）皮带运输机运输。202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道掘进工作面采用炮掘，人工装矿车或皮带运输，采用人工支护的掘进方式，掘进工艺流程图如下：65 铺设运输设备机打眼装药爆破材料准备临时支护洒水降尘出煤（岩）永久支护第二节：202开拓系统爆破施工工艺一、202开拓系统爆破说明书202开拓系统的掘进工作面配备ZMS12型煤电钻和1.5m中孔麻花钻杆打眼，炮眼采用楔形掏槽方式，炮眼布置如图示。爆破采用煤矿许用安全三级乳化炸药、毫秒雷管，炮眼正向装药后，充填用水炮泥和黄泥封孔，雷管联结全部采用串联，采用FD-200型发爆器全断面一次起爆。见炮眼布置图、爆破说明书、装药结构示意图。65 第三节开拓系统掘进工作面运输设备安装工艺一、铺设胶带输送机安装工艺：（1）、胶带输送机严格按巷道中心线和腰线为基准进行安装，距离偏差不得超过10㎜，做到平、直、稳，传动滚筒、转向滚筒安装时其宽度中心线与胶带输送机纵向中心线重合度不超过滚筒宽度的2㎜，其轴心线与胶带输送机纵向中心线的垂直度不超过滚筒宽度的2/1000，轴的水平度不超过0.3/1000。    （2）、机头、机尾采用打两根地锚（Φ20×2500㎜锚杆）、Φ15.5㎜钢丝绳固定，移动机尾采用3寸管打压戗柱和Φ15.5㎜钢丝绳固定，固定必须牢固可靠。皮带机机头有防护栏，机尾有护罩，行人需跨越处设过桥。（3）、张紧小车的轨道安装时其轨距偏差不应大于3㎜，轨道直线度不超过3/1000，两轨高低差不大于1.5/1000，轨道接头间隙不大于5㎜，轨道接头错动上下不大于0.5㎜、左右不大于1㎜。拉紧装置工作可靠，调整行程不小于全行程的1/2。拉紧装置调整灵活。拉紧小车的车轮应转动灵活，无卡阻现象。   65 （4）、胶带必须使用阻燃带，胶带卡子接头应卡接牢固，卡子接头与胶带中心线成直角。皮带接头不断裂，皮带无撕裂，磨损不超限。一处不合格罚款300元。胶带跑偏不超过皮带宽度的5/1000。（5）、清扫装置清扫面应与胶带接触均匀，其接触长度不应小于85％。皮带机必须使用带胶皮的刮煤器和挡煤板。    （6）、上、下托辊齐全，转动灵活，上、下托辊的水平度不应超过2/1000。    （7）、中间架安装时中间架中心线与胶带输送机中心线重合度不大于3㎜，支腿的铅垂度不大于3/1000，在铅垂面内的直线度不大于中间架长度的1/1000，H架安装后应在H架纵梁槽外侧用白底红字标上编号，白底规格：50×100 红字编号：001、002、003…… 字体：150号宋体加粗，从机头至机尾逐架进行。（8）、纵梁安装必须采用标准胀销与H架连接，连接牢固可靠，两纵梁接头处上下错位、左右偏移不大于1㎜。（9）、皮带机延伸时， H架、纵梁、托辊及时安装齐全。（10）、皮带机要有防滑、堆煤、防跑偏、温度、烟雾保护，有自动洒水装置，安全保护装置必须齐全，每班试验一次，保证动作灵敏可靠。     （11）、液力偶合器必须使用水（或耐燃液）作介质，使用合格的防爆片和易熔塞。     （12）、胶带输送机各运转部位运行正常无异声，无颤动，紧固件牢固可靠，密封处不漏油，滚动轴承温度不超过80℃。减速箱内油质、油量合格，温升不超过规定值。     （13）、皮带机皮带下撒煤每班必须清理干净，不得有积煤。（14）、皮带机底托辊必须采用同一种型号。     二、铺设刮板运输机安装工艺：65 （一）、准备工作（1）、将刮板输送机各个零部件分类清点安装。（2）、备齐安装所需工器具、材料、油脂。（二）、刮板运输机安装技术要求（1）、各传动装置的安装，应合理进行，不得硬敲硬撬。（2）、安装刮板运输机机头时要用导链起吊，安装机头设备时要用采用顶部的工字钢梁作为起吊柱，选择工字钢梁时要严格检查工字钢棚撑杆打设是否齐全，撑杆不齐全的情况下，严禁起吊。⑶按安装工序，编号依次有序的装运。⑷安装质量标准严格执行《煤矿设备安装质量标准》及设备说明书要求。⑸各零部件的连接配合应符合说明书的要求。⑹刮板链、刮板安装无翻扭、蹩卡现象。⑺在安装过程中，要调整好位置、角度，尽量使溜道平直，无过多的弯曲和变坡。⑻各传动部位的注油应准确适量。（三）、刮板输送机的安装方法及注意事项⑴刮板输送机的安装顺序为：装机头→安装机头过渡槽→铺设底链→安装中部槽→安装刮板输送机机尾→安装上链→预紧刮板链。⑵将机头底托架、机头架、弯曲过渡槽等依次安装起来。安装刮板运输机机头时要用顶部的工字钢梁作为起吊柱。⑶将刮板链由机头开始依次穿过机头架、机头过渡槽的下链道，使其裸露在过渡槽的下链道之外，再装刮板，并上紧螺栓。框架和溜槽安装从下向上逐节进行。65 ⑷刮板输送机机头电机的控制开关，点动开关，检查电机，保证机头旋转方向正确，同时检查电机有无阻卡现象。⑸刮板链的预紧①将紧链器安装在机头连接槽的预定位置②将制动器夹钳与制动盘稍稍松动。③点动机头电机，使其反转，直至链子拉紧，立即将制动盘钳死，然后断开机头电机电源，依据链条张力的松紧程度，选择合适的调节链，将刮板链闭合连接起来．④缓慢松开制动夹钳，待刮板链完全停止运动时，取下紧链器。三、轨道铺设施工工艺本巷道铺设22kg临时轨道，轨距0.6m，轨道每隔0.6米设置一块枕木，枕木规格：长×宽×厚=1100×300×300mm。要求轨道铺设平直、构件齐全、运行安全可靠，轨道铺设度数同巷道一样，误差不得超过3‰。四、开拓系统巷道文明生产(1)巷道两侧无浮煤(矸)和杂物，巷道底板及道内平整无积水，水沟畅通、无淤泥积水（淤泥积水长度不超过5m，深度不超过0.2m），巷道涌水量大时，设置水泵窝安设水泵排水。(2)巷道内设备整洁、材料分类集中码放整齐、挂牌量化管理。五、开拓系统管线敷设(1)风筒吊挂在巷道一侧，吊挂要平直整齐，不影响运输和行人，风筒出口到掘进工作面迎头距离不大于5m，遇巷道超高时，顶部要采取防瓦斯积聚措施。(2)各种电缆悬挂在巷道一侧，每隔1m设置一个专用电缆挂钩，悬挂高度不低于1.6m。通讯、信号电缆敷设在电力电缆上方，间距不小于0.2m。65 (3)风水管路布置在巷道的另一侧，管路悬挂点距底板高度为1m，供水管（铁管）距掘进工作面迎头不超过30m，并设置三通，其胶管紧跟掘进迎头，以满足供风洒水需要。第四节：设备及工具配备设备及工具配备一览表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1煤电钻ZMS-1.2B型台42风钻7655型台43控制开关QBZ-120台24控制开关QBZ-80台45馈电开关DW80-200台26防突钻ZDY-750型台27局扇FBDYN05.6/2×11kw台42台备用8综保ZZ8L-2.5台49刮板运输机SBG-40部110胶带输送机DSJ65/20/40部211提升绞车2JTB-1.2×0.8台112翻斗式矿车KFU0.75-6台2413铁轨22Kg/m米80065 第四章202开拓系统通风与安全第一节：202开拓系统局部通风1、202开拓系统掘进工作面的风量确定202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。经分析和计算认为，该矿井地温不高，掘进工作面人数≤15人，掘进工作面的炸药用量≤13kg，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量。（1）按工作面人员数量计算：Q掘＝4×Nc式中：Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，15人；Q掘＝4×15＝60m³/min；（2）按瓦斯涌出量计算：Q掘＝100×q瓦掘×K掘通式中：Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m³/s；Q瓦掘——掘进工作面的瓦斯涌出量，根据《安全设施设计》第四章第一节得知12#煤层抽采后绝对瓦斯涌出量为1.70m³/min；K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，炮掘工作面一般取1.8～2.0，取2.0。Q掘＝100×1.7×2.0＝340m³/min；（3）按炸药使用量计算：Q掘＝Aj×b÷t×c式中:Aj——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，13kg；b——65 每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体国家标准，取b＝0.1m3/kg；t——通风时间，一般不少于20min；c——爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取c=0.024%；Q掘＝13×0.1÷(20×0.00024)＝270.8m³/min；（4）按局部通风机吸风量计算A、掘进工作面采用FBDYN05.6/2×11kw型局部通风机，额定风量为210～400m³/min，风压350～4000Pa。则11207掘进巷中配风量为：B、Q配＝Q风×I×k式中：Q风——掘进工作面局部通风机额定风量，取风机最大值Q风＝450m³/min；I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；k——为防止局扇吸循环风的风量备用系数，取1.2。Q配＝400m³/min×1×1.2＝480m³/min根据计算取最大值，掘进面需要风量为340m³/min，局扇安设地点配风量为Q配＝480m³/min(5)按风速验算：根据《煤矿安全规程》（2021版））第一百零一条的规定，采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤巷岩巷中的最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s；煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：4×60×S断≥Q掘≥0.25×60×S断4×60×S断＝4×60×10.8＝2592m³/min＞340m³/min＞Ｑ掘0.25×60×S断＝0.25×60×10.8＝162m³/min＜340m³/min＜Ｑ掘根据上述计算得Q掘＝60.0m³/min——340m³/min之间，取其中的最大值，202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道掘进65 工作面Q掘＝340m³/min，202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道局扇安设地点最大配风量Q配＝480m³/min按风速验算均符合《煤矿安全规程》（2021版））第一百零一条规定的要求。2、202开拓系统掘进工作面的风机、风筒选型根据风量计算，掘进期间配备两台FBDYN05.6/2×11kw型局部通风机和φ600mm胶质阻燃柔性风筒供风，其中一台工作，一台备用。FBDYN05.6/2×11kw型局部通风机的风压为350～4000Pa；供风量为210～400m³/min；功率2×11kw；效率92%，噪声≤25dB，符合设计要求。局部通风机实行双风机、双电源自动切换，自动换向和风电闭锁、瓦斯电闭锁的控制方式。3、202开拓系统掘进工作面的局扇安设及通风路线202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道局部通风机安装在防突风门外20米的新鲜风流中。⑴新鲜风流由局部通风机→导风筒→掘进工作面。⑵乏风由掘进工作面→专用回风巷→总回风上山→回风井→主扇抽出地面。第二节：防火与防尘系统掘进工作面必须采取综合防火防尘措施，措施后的除尘效果必须满足下列要求：1、钻眼作业时总粉尘量除尘率不小于85%，呼吸性粉尘除尘率不小于80%。2、爆破后15min后作业地点的总粉尘量除尘率不小于95%，呼吸性粉尘除尘率不小于80%。3、该掘进工作面主要采用以水抑尘措施、主要采用湿式作业、水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、风流净化和隔爆设施等措施。65 4、掘进巷道中敷设消防和防尘两用管路，供水水源来自地面高位静压水池（300m3）,本巷道采用φ40mm钢管，在巷道入口处安装总阀门，每隔50m设一个三通阀门，配备30m的软管，水管按设计规定吊挂。5、在掘进工作面和回风巷出口30～50m范围内设置一道净化水带，爆破时喷雾降尘，各转载点安装喷雾洒水装置，运输喷雾洒水。6、在距掘进工作面60～200m范围内设置集中布置隔爆水棚。7、隔爆水棚的结构及要求：辅助水棚计算已掘工作面回风巷的净断面积为10.8m²。1）辅助隔爆水棚①辅助隔爆水棚总水量G＝g.s＝200×10.8＝2160（L）式中:G—总水量，L；G—每平方米巷道所需水量，L/m²(辅助水棚按200L/m²)。②单架水棚水量设计选用水袋型号为GBSD-40，每个容积80L，每架2个水袋，则Gn=160L。③水棚架数N＝G/Gn＝2160÷160＝13.5(架)，取14架。④水棚区长度L＝（n-1）×C+W式中:L—辅助水棚区长度；N—水棚架数C—水棚间距，m，该矿取2.0m；W—水棚宽度,m。L＝（14-1）×2.0+0.4＝26.4m65 满足辅助水棚区长度不小于20m的要求。主要隔爆水棚及辅助隔爆水棚设置汇总表水槽形式安设地点组数每组数量（架）长度（米）容量（L）巷道断面（m2）主要隔爆水袋棚副平硐12140.425206.2101运输石门、总回风巷2548.430007.3辅助隔爆水袋棚202上部车场、202运输石门、202回风石门11426.4224010.88、202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道隔爆水棚的布置要求：1）水棚的安装方式，既可以采用吊挂式，也可以采用混合式。2）水袋棚安装方式的原则是当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易泼出。3）水袋的布置必须符合以下规定，占据巷道宽度之和与巷道最大宽度的比例为：巷道净断面积小于10m²，大于等于35%；巷道净断面积10～12m²，大于等于50%；巷道净断面积大于12m²，大于等于65%。4）水袋之间的间隙与水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和不大于1.5m，特殊情况下不大于1.8m，两个水袋之间的间隙不得大于1.2m。5）水袋边与巷道、支架、顶板、构筑物之间的距离不得小于0.1m，水袋底部到顶梁（顶板）的距离不得大于1.6m，如顶梁大于1.6m，则必须在该水袋上方增设一个水袋。65 6）水棚距离轨道面的高度不小于1.8m，水棚并应保持同一高度，需要挑顶时，水棚区内的巷道断面应与其前后各20m长的巷道断面一致。7）当水袋采用易脱钩的布置方式时，挂勾位置要对正，每对挂钩的方向要相向布置（钩尖与钩尖相对），挂钩为4～8mm的圆钢，挂勾角度为60±5度，弯勾长度为25mm。8）凡设置有辅助隔爆水棚的巷道，应多组设置，每组间距不大于200mm。9、水棚给水系统及检查（1）本矿井利用井下消防洒水系统，在水棚附近管路上安装闸阀、接胶管向水棚供水。（2）必须随时检查水袋是否漏水，保持水袋内蓄水量满足设计要求。（3）每周至少一次定期对水袋棚设施进行检查，发现损坏、松动等现象必须立即对水袋棚设施进行更换、维护，保持水袋棚设施使用安全可靠。（4）水袋内水中混入5%的粉尘后应立即换水，水袋内水量应保证额定容量。第三节：202开拓安全监测监控系统安设1、202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道掘进工作面供电总开关设置在12#煤层皮带回风巷内。总开关附近安装监测监控控分站一台，在总开关负荷侧安装馈电传感器一台，对掘进工作面动力电源进行实时监控。另外在动力、专用风机电源负荷侧各安装一台风机开停传感器，对风机运行状态进行实时监控。在掘进工作面和回风流中，分别安装T1、T2瓦斯浓度传感器，并实现“风电、瓦斯电”闭锁。瓦斯传感器垂直悬挂在风筒的另一侧，T1传感器安设距巷道顶板不大于300mm，距巷道帮不大于200mm，距离掘进工作面不大于6m，T2传感器安设距巷道顶板不大于300mm，距巷道帮不大于200mm，距离专用回风巷不小于10m不大于20m，以此对掘进工作面及回风流中瓦斯实时连续进行监测。2、65 安全监测监控与控制设备之间采用PUYVRP-4/0.52电缆连接，信号传递采用PUYVR-4/0.52电缆连接。3、202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道的视频监控系统安设在距离迎头100米—150米的位置与地面监控中心信息平台联网监控。4、202材料下山、202运煤上山、202回风上山及其他的附属巷道的进、出口处安设人员定位识别器与地面监控中心信息平台联网监控。第四节：防治瓦斯爆炸措施一、防止爆破引燃瓦斯1、采掘工作面或其它作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内的风流瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。2、放炮：1）炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：①炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。④炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。⑤光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。⑥工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。2）采、掘工作面都必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药65 和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。3）采、掘工作面应采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面起爆，在采煤工作面，严禁使用两台放炮器同时进行放炮。4）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实。5）炮眼封泥严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料，无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。6）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。7）放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线。8）在放炮地点20m内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。9）处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。10）放炮时，应采用正向起爆。11）放炮必须严格执行“一炮三检查”（装药前、放炮前、放炮后）和“三人连锁”（放炮员、班组长、瓦检员）制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。12）严格执行《规程》中关于爆破材料和井下放炮的各条规定。二、电气防爆措施1、井下电气设备选择要求1)煤矿井下电机和电气设备必须选用矿用防爆型的电气设备，并具有“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”。2)65 控制、通讯、信号设备选用矿用本质安全型。井下电话选用本质安全型电话，并使用矿用电话电缆。照明、灯具选用矿用防爆型。3)普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度小于0.8%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。2、井下电缆的选用应遵守下列规定：1）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许敷设水平差相适应。2）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。3）严禁采用铝包电缆。4）必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。5）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。6）对固定敷设的高压电缆：①在水平巷道或倾角在45°以下的井巷内，应采用聚氯乙烯绝缘钢带或细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、交联聚乙烯钢带或细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆；②在进风井、井底车场及其附近、中央变电所至采煤变电所之间，可以采用铝芯电缆；其他地点必须采用铜芯电缆。7）固定敷设的低压电缆，应采用MVV铠装或非铠装电缆或对应电压等级的移动橡套软电缆。8）非固定敷设的高低压电缆，必须采用符合MT818标准的橡套软电缆。移动式和手持式电气设备应使用专用橡套电缆。9）照明、通信、信号和控制用的电缆，应采用铠装或非铠装通信电缆、橡套电缆或MVV型塑力缆。10）低压电缆不应采用铝芯，采煤低压电缆严禁采用铝芯。3、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能;检查合格并签发合格后，方准入井。4、加强井下电气设备及机械设备的维护管理，操作井下电气设备应遵守下列规定：65 1)非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。2)操作高压电气设备主回路时，操作人员必须戴绝缘手套，并穿电工绝缘靴或站在绝缘台上。3)手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好绝缘。5、井下不得带电检修、搬迁电气设备（包括电线、电缆）；井下供电做到：无鸡爪子、无羊尾巴，无明接头；有过电流和漏电保护，有接地装置；电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。6、井下使用的防爆机电设备，加强机电设备的检修和维修，严防电器失爆。所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无危险后，才允许启动设备。7、高分子聚合材料制品，如风筒等，容易因摩擦而积聚静电，当其静电放电时，可能引燃瓦斯、煤尘或发生火灾。因此井下应采用无静电、难燃的聚合材料制品，其内、外两层表面电阻都必须不大于3×108Ω，并应在使用过程中保持此值。8、矿灯的管理和使用要遵守下列规定：1）矿井完好的矿灯总数，至少应比经常用灯的总人数多10%。2）矿灯集中统一管理。每盏矿灯必须编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。3）矿灯应保持完好。如有亮度不够、电线破损、灯锁不良、灯头密封不严、灯头松动、玻璃破裂等情况时，严禁发放。发出的矿灯，最低应能连续正常使用11h。严禁使用假冒伪劣矿灯。4）严禁使用矿灯人员拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后，必须立即将矿灯交还矿灯房。5）在每次换班2h内，灯房人员必须把没有还矿灯人员的名单报矿调度室。65 6）矿灯必须装有可靠的短路保护装置，并装有短路保护器。9、防止地面雷电波及井下措施井上、下必须装设防雷电装置，并遵守下列规定：1）经由地面架空线路引入井下的供电线路，必须在入井处装设防雷电装置。2）由地面直接入井的轨道及露天架空引入（出）的管路，必须在井口附近将金属体进行不少于2处的良好的集中接地。3）通信线路必须在入井处装设熔断器和防雷电装置。三、防止撞击产生火花的措施1、防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置，使用难引火性合金工具（如使用铵铜合金工具等）等措施。2、在副斜井内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。3、采用湿式打眼，防止火花产生。4、禁止任何铁器相互撞击，防止产生火花。五、防止产生引燃（爆）火源（明火）的措施1、建井初期远距离放炮揭穿突出煤层时，井口前方50m、两侧20m范围内严禁有任何火源。2、井口房和通风机房附近20m内禁止烟火，严禁用火炉取暖3、严格出入井搜身制度，防止入井人员带烟草及点火物品下井。4、严禁穿着化纤衣服；严禁携带烟草、引火物下井，井下严禁吸烟。5、井下硐室内不准存放汽油、煤油或变压器油。6、井下使用的润滑油、棉纱和布头等必须集中存放，定期送到地面处理。7、65 井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定专门安全措施，并遵守下列规定：（1）指定专人在场检查和监督。（2）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有2个灭火器。（3）在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。（4）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过0.5%，只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。（5）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查1小时，发现异状，立即处理。（6）煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。8、带式输送机着火的防治措施（1）必须使用阻燃输送带，带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料，其阻燃性抗静电性必须符合有关规定。（2）巷道内应有充分照明。（3）必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。（4）应设温度保护、烟雾保护和自动洒水装置。（5）输送带张紧力下降保护装置和防撕裂装置。（6）在机头和机尾防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。（7）倾斜井巷中使用的带式输送机，上运时，必须同时装设防逆转装置和制动装置；下运时，必须装设制动装置。（8）液力偶合器严禁使用可燃性传动介质（调速型液力偶合器不受此限）。65 （9）带式输送机应加设软启动装置，下运带式输送机应加设软制动装置。（10）在皮带机头硐室，必须设置灭火撒砂装置，消防水管及高倍泡沫灭火器等防火设施，同时设立火灾报警装置及监测装置。（11）带式输送机巷道中应每隔50m设置支管和阀门。（12）选择DMH胶带机硐室自动灭火系统3套。第四章202开拓系统防突措施65 第一节202开拓系统区域综合防突措施202开拓系统区域防突采取开采保护层，202开拓系统区域的保护层为12#煤层，202开拓系统区域的12#煤层已经采空。（详见12#煤层作为17#煤层保护层的保护范围图）一、202开拓系统石门揭煤区域突出危险预测根据20012年7月煤炭科学研究总院沈阳分院鉴定，本矿井田范围内12#、17#、18#煤层，+1650m及其以上标高有煤与瓦斯突出危险性。根据鉴定报告得知17#煤层具有突出危险性。二、202开拓系统石门揭煤区域防突措施202开拓系统石门揭煤区域防突采取开采保护层，202开拓系统区域的保护层为12#煤层，202开拓系统区域的12#煤层已经采空。（详见12#煤层作为17#煤层保护层的说明）三、202开拓系统石门揭煤区域防突措施效果检验（一）、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤掘进工作面采用直接测定瓦斯残余含量和残余瓦斯压力进行区域防突措施的效果检验时，在202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤掘进工作面开掘前至少布置4个检验测试点，分别位于石门揭煤巷道的上部、中部和两侧进行效果检验。根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）区域类别P﹤0.74W﹤8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区当测定后任何一个检验孔的残余瓦斯含量和残余瓦斯压力超过临界值，则区域防突措施无效，需采取其他区域防突措施。反之则区域防突措施效果有效（二）、202材料下山、202运输石门、202回风石门开掘前区域防突措施效果检验钻孔测定残余瓦斯含量和残余瓦斯压力的布置见图65 区域防突措施效果检验残余瓦斯含量测定钻孔布置示意图四、202开拓系统石门揭煤区域验证（一）、202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面石门揭煤进行区域验证，由工作面向煤层的适当位置至少打3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。钻屑瓦斯解吸指标法区域验证突出危险性的参考临界值煤样Δh2指标临界值(Pa)K1指标临界值（mL/g•）干煤样2000.5湿煤样1600.4如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该区域无突出危险工作面；否则，该区域有突出危险。（二）、202材料下山、202运输石门、202回风石门65 区域验证钻孔的布置见图石门揭煤区域验证钻屑瓦斯解吸指标法钻孔布置示意图第二节202开拓系统石门揭煤掘进工作面局部综合防突措施一、202石门揭煤前准备工作202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进过程中存在石门揭煤，石门揭露17#煤层前必须做到以下准备工作：（一）、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭穿17#煤层前，必须准确控制17#煤层层位，掌握煤层的赋存位置、形态。1、在202材料下山、202运输石门、202回风石门工作面掘进至距煤层最小法向距离10m之前，应当至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。当需要测定瓦斯压力时，前探钻孔可用作测定钻孔；若二者不能共用时，则测定钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。65 2、在地质构造复杂、岩石破碎的区域，揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离20m之前必须布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。（二）、202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。揭煤作业前应编制揭煤的专项防突设计，报煤矿企业技术负责人批准。揭煤作业应当具有相应技术能力的专业队伍施工，并按照下列作业程序进行：1、探明揭煤工作面和煤层的相对位置；2、在与煤层保持适当距离的位置进行工作面预测（或区域验证）；3、工作面预测（或区域验证）有突出危险时，采取工作面防突措施；4、实施工作面措施效果检验；5、掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证；6、采取安全防护措施并用远距离爆破揭开或穿过煤层；7、在岩石巷道与煤层连接处加强支护。（三）、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤工作面的突出危险性预测必须在距突出煤层最小法向距离5m（地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离）前进行。1、在经工作面预测或措施效果检验为无突出危险工作面时，可掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，再采用工作面预测的方法进行最后验证。若经验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层；否则，必须采取或补充工作面防突措施。2、当工作面预测或措施效果检验为突出危险工作面时，必须采取或补充工作面防突措施，直到经措施效果检验为无突出危险工作面。65 （四）、202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面从掘进至距突出煤层的最小法向距离5m开始，必须采用物探或钻探手段边探边掘，保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距离爆破揭开突出煤层前要求的最小距离。采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门与煤层间的最小法向距离是2m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加法向距离。二、202石门揭煤突出危险性预测（一）、202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面石门揭煤采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性，由工作面向煤层的适当位置至少打3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的参考临界值煤样Δh2指标临界值(Pa)K1指标临界值（mL/g•）干煤样2000.5湿煤样1600.4如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。（二）、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤掘进工作面突出危险性预测钻孔的布置见图65 石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标法预测钻孔布置示意图三、202石门揭煤防突措施（一）、石门揭煤防突措施1、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤掘进工作面采用预抽瓦斯和排放钻孔两种防突措施。2、202材料下山、202运输石门、202回风石门实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为5m。（二）、石门揭煤防突措施钻孔布置规定1、202材料下山、202运输石门、202回风石门采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为75～120mm。石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：沿走向两侧及沿倾斜上部轮廓线外至少5m，下部轮廓线外至少3m。2、202材料下山、202运输石门、202回风石门65 揭煤工作面施工的钻孔应当尽可能穿透煤层全厚。当不能一次打穿煤层全厚时，可分段施工，但第一次实施的钻孔穿煤长度不得小于15m，且进入煤层掘进时，必须至少留有5m的超前距离。3、在202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤工作面预测有突出危险性后，当工作面掘进到距17#煤层法距5m时，可采取了补充防突措施。补充防突措施为巷帮钻场抽放揭煤控制范围内的瓦斯。在巷道两帮施工两个抽放钻场，钻场规格为4.5×3.5×2.4m，每个钻场设计布置9个抽放钻孔，共布置18个抽放卸压钻孔，钻孔孔径为75mm。钻孔控制到巷道轮廓线外5m，钻场及钻孔布置如图所示。131038742163.2m22.9m9161112141517185m5#5.0m5.0m25°51.0m0.5m1.0m21.3m0.5m四、202石门揭煤防突措施效果检验（一）、202石门揭煤防突措施效果检验1、对202材料下山、202运输石门、202回风石门65 进行防突措施效果检验时，采用钻屑瓦斯解吸指标法，效果检验孔数不得少于5个，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧。2、如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，且未发现其他异常情况，则措施有效；反之，判定为措施无效。（二）、202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面石门揭煤采用钻屑瓦斯解吸指标法对揭煤工作面进行防突措施效果检验，由工作面向石门煤层的上部、中部、下部和两侧打5个检验钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。钻屑瓦斯解吸指标法对防突措施效果检验的参考临界值煤样Δh2指标临界值(Pa)K1指标临界值（mL/g•）干煤样2000.5湿煤样1600.4如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为防突措施效果有效；否则，为防突措施无效。（三）、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤掘进工作面防突措施效果检验钻孔的布置见图65 石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标法效果检验钻孔布置示意图五、202石门揭煤安全防护措施（一）、202石门揭煤安全防护措施的防突风门1、在202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤掘进工作面进风侧，必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4m。2、反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应当根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应设置至少三道反向风门。3、反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。4、65 人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。反向风门和防逆流装置1—木质带铁皮风门；2—风门垛；3—铁风筒；4—软质风筒；5—防止瓦斯逆流装置；6—防止瓦斯逆流铁板立轴；7—定位圈；8—局部通风机；B1—正常通风时防止瓦斯逆流铁板位置；B2—突然逆风时防止瓦斯逆流铁板位置普通木质反向风门结构示意图65 （二）、202石门揭煤安全防护措施的远距离放炮1、202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面揭穿17#煤层必须采取远距离爆破安全防护措施。2、202材料下山、202运输石门、202回风石门揭煤采用远距离爆破时，必须制定包括放炮地点、避灾路线及停电、撤人和警戒范围等的专项措施。3、在202材料下山、202运输石门、202回风石门尚未构成全风压通风的初期，在202材料下山、202运输石门、202回风石门揭穿有突出危险的17#煤层全部作业过程中，与202材料下山、202运输石门、202回风石门有关的其他工作面必须停止工作。在实施揭穿突出煤层的远距离爆破时，井下全部人员必须撤至101运输石门。4、远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于30min。（三）、202石门揭煤安全防护措施的压风自救系统1、在202材料下山、202运输石门、202回风石门掘进工作面应设置工作面避难所或压风自救系统。应根据具体情况设置其中之一或混合设置，但掘进距离超过500m的巷道内必须设置工作面避难所。2、压风自救系统应当达到下列要求：（1）压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的压缩空气管道上；（2）在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加设置；（3）每组压风自救装置应可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。65 压风自救系统安装图1—三通；2—气管；3—弯头；4—接头；5—球阀；6—气管；7—自救器；8—卡子；9—防护袋第三节202开拓系统揭穿其他煤层时煤巷掘进局部综合防突措施一、202开拓系统煤巷掘进突出危险性预测（一）、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面，采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，至少施工2个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。（二）钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。（三）钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标Δh2Pa钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g•）钻屑量S（kg/m）（L/m）2000.565.465 如果实测得到的S、K1或△h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。倾斜、急倾斜煤层煤巷掘进工作面钻屑指标法预测钻孔布置示意图二、202开拓系统煤巷掘进防突措施（一）、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面的防突措施选用超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔。（二）、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm的钻孔排放瓦斯。若煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，应按石门揭煤的措施执行。（三）、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求：1、超前钻孔适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层；2、超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定，一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42～75mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m；若超前钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；65 3、钻孔在控制范围内应均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。4、预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放或排放半径确定；钻孔的有效抽放或排放半径必须经实测确定；5、煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数；6、必须对超前钻孔进行效果检验。如果经检验措施无效，必须补打钻孔或采取其他补充措施；7、超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架。背好工作面。超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔见下图煤巷掘进抽放瓦斯孔布置65 超前钻孔布孔示意图三、202开拓系统煤巷掘进防突措施效果检验（一）、在202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷实施钻孔法防突措施效果检验时，分布在工作面各部位的检验钻孔应当布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。（二）202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面防突措施效果检验必须包括以下两部分内容：检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等)，作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断，各检验指标的测定情况及主要数据。（三）202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面检验65 钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。（四）202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面检验钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标Δh2Pa钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g•）钻屑量S（kg/m）（L/m）2000.565.4如果实测得到的S、K1或△h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面防突措施效果有效；否则防突措施无效为突出危险工作面。（五）煤巷掘进工作面执行防突措施后，进行措施效果检验。1、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面检验孔应当不少于3个，深度应当小于或等于防突措施钻孔。2、当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。65 煤巷掘进工作面钻屑指标法防突措施效果检验钻孔布置示意图四、202开拓系统煤巷掘进安全防护措施（一）、202煤巷掘进安全防护措施的防突风门1、在202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面进风侧，必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4m。2、反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应当根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应设置至少三道反向风门。3、反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。4、人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。65 反向风门和防逆流装置1—木质带铁皮风门；2—风门垛；3—铁风筒；4—软质风筒；5—防止瓦斯逆流装置；6—防止瓦斯逆流铁板立轴；7—定位圈；8—局部通风机；B1—正常通风时防止瓦斯逆流铁板位置；B2—突然逆风时防止瓦斯逆流铁板位置普通木质反向风门结构示意图（二）、202煤巷掘进安全防护措施的远距离放炮1、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面揭穿17#65 煤层必须采取远距离爆破安全防护措施。2、202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进采用远距离爆破时，必须制定包括放炮地点、避灾路线及停电、撤人和警戒范围等的专项措施。3、在202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷尚未构成全风压通风的初期，在202材料下山、202运输石门、202回风石门揭穿有突出危险的17#煤层全部作业过程中，与202材料下山、202运输石门、202回风石门有关的其他工作面必须停止工作。在实施揭穿突出煤层的远距离爆破时，井下全部人员必须撤至101运输石门。4、远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于30min。（三）、202煤巷掘进安全防护措施的压风自救系统1、在202材料下山、202运煤上山、202回风上山煤巷掘进工作面应设置工作面避难所或压风自救系统。应根据具体情况设置其中之一或混合设置，但掘进距离超过500m的巷道内必须设置工作面避难所。2、压风自救系统应当达到下列要求：（1）压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的压缩空气管道上；（2）在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加设置；（3）每组压风自救装置应可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。65 压风自救系统安装图1—三通；2—气管；3—弯头；4—接头；5—球阀；6—气管；7—自救器；8—卡子；9—防护袋65 第四章202开拓系统瓦斯抽采设计202材料下山、202运煤上山、202回风上山布置在17#煤层中，按煤与瓦斯突出矿井的设计和管理，202材料下山、202运煤上山、202回风上山必须进行瓦斯抽采。第一节202开拓系统掘进工作面瓦斯抽采方法一、202材料下山、202运煤上山、202回风上山掘进工作面瓦斯抽采方法设计结合新起点煤矿生产实际情况，采用施工顺层钻孔预抽煤层瓦斯作为局部防突措施。煤层掘进时，经效果检验无突出危险时，可不采取措施，当未消除突出危险时，在掘进工作面采用先抽后掘的预抽方法预抽掘进工作面瓦斯，根据该矿煤层特点，在煤层掘进工作面向前方煤层施工扇形钻孔，每个循环施工15个钻孔。钻孔长度≥60m，两帮控制范围24.5m，每个循环间距40m，抽采钻孔超前距≥20m，封孔长度不小于8m，钻孔终孔点分别距离巷道中心线4m、9m、14m、19m、24m，进行瓦斯预抽。抽采钻孔布置方式详见图。65 掘进工作面抽采钻场和钻孔布置图二、封孔工艺1、封孔工艺：钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内6.4～7.5m深度封孔，钻孔密封段长度仅1m。该聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽采瓦斯负压60～80KPa、正压2MPa下，钻孔密封严实不漏气。2、聚氨酯封孔采用卷缠药液法,缠药方法及钻孔内封孔管结构如图所示。抽采管为内径50mm的焊缝钢管，长为8m，在管前端焊上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽采管上固定一块毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽采管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1Kg左右。3、钻孔与管路的连接：聚氨酯封孔1小时后，便可与抽采管路连接（水泥砂浆封孔不但麻烦，还需经25小时后才可与抽采管路连接）。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽采管路的连接如图4－1－8所示。连接管采用胶管。预抽一定时间后，根据抽采量的大小决定停止抽采的时间，继续向前掘进，掘进到距钻底5m65 左右的超前距时，停止掘进，重新打钻孔抽采瓦斯，如此反复循环，见图。图4－1－7　聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图　钻孔与抽放瓦斯管路连接示意图及封孔示意图第二节瓦斯抽采参数的确定1、孔口抽采负压高负压系统：孔口负压为15kPa，出口压力4kPa。低负压系统：孔口负压为5kPa，出口压力4kPa。2、预抽时间65 石门揭煤所施工的穿层钻孔预抽以效果检验不具有突出危险性的时间为准，煤巷掘进工作面顺层超前钻孔预抽以效果检验不具有突出危险性的时间为准，顶、底板瓦斯抽采巷施工上行钻孔或下行钻孔预抽和回采工作面顺层钻孔预抽，预抽时间根据附近矿区和以往生产预抽经验，预抽效果及时间确定预抽时间不少于4个月。第三节瓦斯抽采系统1、瓦斯抽采系统的选择在工业场地附近建瓦斯抽采站为集中抽采方式，设置高、低负压抽采系统，抽放主管通过回风平硐下井。2、抽采泵站的位置及布置瓦斯抽采泵站布置在回风平硐西南面约120m地形较为平缓的坡地上，瓦斯抽采泵站建筑面积约80m2，采用不燃性材料建筑，耐火等级二级。瓦斯抽放站必须用围墙保护，并且围墙外20m范围内禁止堆积易燃物，禁止有明火，泵房周围用实体围墙保护，抽放瓦斯站设备布置平面示意图。65 抽放瓦斯站设备布置平面示意图65 65 3、瓦斯抽采管道布置首采采煤工作面：高负压抽放：地面泵站→回风平硐→总回风巷→回风下山→12#煤层回风巷→202材料下山、202运煤上山、202回风上山。4、管路敷设及附属装置（1）管路敷设抽放瓦斯管主管沿风井井筒底板敷设，间隔6～9m设置一个混凝土支承；抽放瓦斯支管视巷道情况，采用沿巷道底板、悬臂支承等方式敷设。在倾斜巷道中每隔80～100m均设置一个止推支承。管路坡度取1%，管接头，阀门以及各种零部件须安装严密，应具有良好的气密性和足够的机械强度，并应满足防冻、防腐要求；不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。（2）瓦斯管的连接方式在保证安全的前提下，主管宜采用法兰连接；支管宜采用法兰、快速管接头等方式连接。管路每200m左右需要进行接地，以防静电和带电。在用法兰方式时，要做好接头处的电气连接。（3）附属装置瓦斯抽放钻场处、管路分支处、井底井口处、瓦斯抽放泵站进口处均设阀门；管路在抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处、出口处应设放水器，放水器间距为200～300m，最大500m；出口处还应设取样阀门、瓦斯浓度和流量测定装置等。。（4）管路防腐及地面管路防冻由于本地区冬天气温较高，地面埋设管路无需考虑防冻的问题。井下管路外表面涮油漆防腐。（5）抽放泵房主要附属设备电气防爆措施所有电气设备、照明用具、仪器仪表均采用隔爆型。65 第七章202开拓系统探放水设计和探放水措施第一节202开拓系统掘进工作面探放水设计一、202开拓系统掘进工作面探放水原则矿井进行采掘作业时应当坚持“预测预报、逢掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则。每年年初，根据当年的采掘接续计划，结合矿井水文地质资料，全面分析水害隐患，提出水害分析预测表及水害预测图；在矿井受水害威胁的区域，进行巷道掘进前，应当采用钻探、物探和化探等方法查清水文地质条件。地测机构应当提出水文地质情况分析报告，并提出水害防范措施，经矿井总工程师组织生产、安监和地测等有关单位审查批准后，方可进行施工。二、202开拓系统掘进工作面探放水设计1、探水线探水线：矿井应在积水区外划出三条界线：积水线、探水线、警戒线。探水线距积水线距离为60m，警戒线沿探水线外推60～150m。2、探水点探水起点：由于积水范围不可能掌握得很准，因此必须在离可疑水源75～150m以外开始打钻探水。3、探放水钻孔布置探放水钻孔布置详见图7-1。129 7-1探水钻的超前距、帮距、孔间距、允许掘进距离示意图（1）超前距：采用公式a＝0.5AL进行计算，若计算结果大于30m，取其计算结果，计算结果若小于30m时，取30m。式中：a——巷道迎头或侧帮至含水层、含水构造之间的安全隔水岩柱(或煤层)宽度，m；A——安全系数(2～5)，本设计取5；L——巷道的跨度(宽或高取其大者)，3.8m；P——煤、岩层承受的静水压力，P＝50kgf/cm2；Kp——隔水岩层(或煤层)的抗张强度，KP取8kgf/cm2。a＝0.5×5×3.8×＝39.97（m）本设计取30m。（2）允许掘进距离设计探放水钻孔深度60m，允许掘进距离为30m，每次探水钻孔施工完毕后，以最短钻孔距离减去超前距之后的距离。129 （3）帮距为使巷道两帮与可能存在的水体之间保持一定的安全距离，即呈扇形布置的最外侧探水孔所控制的范围与巷道帮的距离，其值一般与超前距相同，有时可略比超前距小取15m。（4）钻孔密度(孔间距)竖直扇形面内钻孔间的终孔垂距不得超过1.5m；水平扇形面内各组钻孔间的终孔水平距离不得大于3m。（5）钻孔孔径本设计配备ZBY-750探水钻，最大钻进深度150m，开孔直径φ87、φ115mm，终孔直径φ65mm。（6）钻孔数目及布置煤层平巷钻孔布置主要是探巷道上帮和巷道前方原原红果泥嘎煤矿的老空水，钻孔呈扇形布置在巷道上帮和巷道前方。薄及薄煤层一般布置3组，每组1～2个孔；厚煤层一般布置3组，每组不少于3个孔。钻孔之间的夹角为7～15°为大夹角，1～3°为小夹角，视小窑老空的规模而定，规模大者取大夹角，规模小者取小夹角。探水钻钻孔布置见图7-2。129 129 7-2探水钻孔布置图4、工作面上方采空区积水（或老窑积水）探水钻孔布置在12#煤层掘进时沿走向方向每隔5m布置1个探水钻孔，钻孔倾角为45°，钻孔深度以穿过原红果泥嘎煤矿采空区为准，探放水钻孔布置见图7-3。129 M3M4运输巷回风巷45°7-3掘进时探水钻孔布置图三、202开拓系统掘进工作面布置探放水钻孔应当遵循下列规定：1、探放老空水、陷落柱水和钻孔水时，探水钻孔成组布设，并在巷道前方的水平面和竖直面内呈扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过1.5m；2、探放断层和岩溶水等时，探水钻孔沿掘进方向的前方及下方布置。底板方向的钻孔不得少于2个；3、煤层内，原则上禁止探放水压高于1MPa的充水断层水、含水层水及陷落柱水等。如确实需要的，可以先建筑防水闸墙，并在闸墙外向内探放水；4、上山探水时，一般进行双巷掘进，其中一条超前探水和汇水，另一条用来安全撤人。双巷间每隔30－50m掘1个联络巷，并设挡水墙。四、202开拓系统掘进工作面探水钻孔超前距离和止水套管长度，应当符合下列规定：129 1、探放老空积水的超前钻距，根据水压、煤（岩）层厚度和强度及安全措施等情况确定，但最小水平钻距不得小于30m，止水套管长度不得小于10m；2、沿岩层探放含水层、断层和陷落柱等含水体时，按下表，确定探水钻孔超前距离和止水套管长度。岩层中探水钻孔超前钻距和止水套管长度水压（MPa）钻孔超前钻距（m）止水套管长（m）＜1.0＞10＞51.0-2.0＞15＞102.0-3.0＞20＞15＞3.0＞25＞20五、202开拓系统掘进工作面探放水钻孔孔口安全装置探放水钻孔应安设孔口安全装置。孔口安全装置由孔口管、泄水测压三通、孔口水门和钻杆逆止阀（必要时安装）等组成。1、孔口管的安装与固定：（1）选择岩层坚硬完整地段开孔，孔径应大于孔口管直径1－2级，钻至预定深度后，将孔内冲洗干净。注浆使孔口管（管周围应焊扶正肋骨片）与孔壁间充满水泥浆。待孔口管周围水泥浆凝固后扫孔，扫孔深度应超过孔口管长度0.5m。（2）扫孔后对孔口管必须进行耐压试验。试验压力应大于预计水压并稳定30min后，孔口管周围不漏水时，方可钻进。（3）孔口管插入孔内长度，一般可按附录A表1的经验值选定。（4）节理裂隙发育，岩石松软或破碎地段，无条件另选放水地点时，应注浆加固后，再安设孔口管。129 （5）探放强含水层水前，需要收集放水时的水量、水压等资料时，应在孔口管上安装水压表、水门（闸门）和汇水短管等。（6）对水压高于1MPa且水量较大的积水或强含水层进行探放水时，孔口应安设防喷逆止阀。（7）在高压水喷出条件下继续钻进时，斜孔应使用孔口防喷逆止阀，倾角50°－90°的钻孔可使用“孔口防喷帽”或“盘根密封防喷器”，钻具可使用“防喷接头”，上下钻可用“孔口反压装置”。（8）探得水压高于2MPa、水量大于60m3/h，需长期保留时，孔口应使用双水门，下门备用。六、202开拓系统掘进工作面探放水施工中的技术要求：（一）探水施工中的技术要求1、钻进中应做好岩芯的采取和编录工作，必要时可保留岩芯。2、钻进时应准确判别煤、岩层厚度并记录换层深度，一般每钻进10m或更换钻具时，测量一次钻杆并核实孔深。终孔前再复核一次，如有可能应进行孔斜测量。3、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等现象时，必须立即停钻，记录其孔深并同时将钻杆固定。要立即向矿调度室汇报，及时采取措施进行处理。4、钻进中发现有害气体喷出时，应立即停止钻进、切断电源，将人员撤到有新鲜风流的地点。立即报告矿调度室，采取措施。5、钻孔内水压过大或喷高压水时，应采用反压和防喷装置的方法钻进，应有防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。6、129 背紧工作面，在拦板外面加设顶柱或木垛，必要时还应在顶、底板坚固地点砌筑防水墙，之后方可放水。7、对于水压大于2MPa中间要穿过煤层的探断层水钻孔，在打穿断层或含水层前，还应下第二层孔口管并超过煤层1m以上。8、在探水孔施工中，见到含水层、断层、陷落柱和积水区之前，应停止钻进，安好水门后再继续钻进。9、遇高压水顶钻杆时，可用立轴卡瓦和逆止阀交替控制钻杆，使其慢慢地顶出孔口，操作时禁止人员直对钻杆站立。10、应做到交接班时不停钻。11、探放断层水的探水孔终孔后，孔内有水应进行放水试验。孔内无水时应选择一个孔进行压水试验，检验断层隔水性能；压力一般应略大于断层所承受的静水压力。12、探放水钻孔，完成探测任务后必须全孔注浆封闭，并做好封孔记录。（二）放水施工中的技术要求1、钻孔探到水后，要观测水压、水质、水量和估计积水量或补给量。根据矿井排水能力及水仓容量，控制放水孔的流量或调整排水能力，并清理水仓、水沟等。2、加强放水地点的通风，增加有害气体的观测次数。3、必须监视放水全过程，放水结束后，应立即核算放水量与预计积水量的误差，查明原因。（三）探放水注意事项129 1、进行探放水施工作业前，矿技术负责人必须结合探水巷道的实际，另行编制探放水安全技术措施，明确探放水作业人员一旦面临突水威胁时的避灾路线。2、进行探放水施工作业前，必须提前撤出可能受探水作业地点突水威胁的其它采掘工作面和其它工作地点的所有人员。4、预计水压较大的地区，探水钻进之前，必须安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到设计承受的水压后，方可继续钻进。特别危险的地区，应有躲避场所，并规定避灾路线。5、钻孔水压过大时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）避突然鼓出的措施。6、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异常状况时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向调度室报告，并派人监测水情。7、探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水高于探放水点位置时，只准用钻机探放水。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其它有害气体涌出时，必须有瓦斯检查员或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其它有害气体浓度超过规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。8、钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。129 9、排除上山的积水以及恢复被淹井巷前，必须有矿山救护队检查水面上的空气成分，发现有害气体，必须及时处理。排水过程中，有害气体有突然涌出的可能，必须制定安全措施。七、202开拓系统掘进工作面探放水设备的选择：1、探放水设备及数量配备ZBY750探水钻2台，1台工作，1台备用。开孔直径φ87mm，终孔直径φ65mm，钻孔角度范围0～±90°，功率为18.5kW。第二节202开拓系统掘进工作面探放水时的安全技术措施1、安装钻机探水前，要遵守下列规定：（1）加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板；（2）清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探放水量相适应的排水设备；（3）在打钻地点或其附近安设专用电话；（4）依据设计，确定主要探水孔位置时，由测量人员进行标定。负责探放水工作的人员亲临现场，共同确定钻孔的方位、倾角、深度和钻孔数量；（5）在预计水压大于0.1MPa的地点探水时，预先固结套管。套管口安装闸阀，套管深度在探放水设计中规定。预先开掘安全躲避硐，制定包括撤人的避灾路线等安全措施，并使每个作业人员了解和掌握；129 （6）钻孔内水压大于1.5MPa时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并制定防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。2、打钻前必须明确探水眼的位置、方位、倾角、眼数、孔深，严格按探放水设计施工。3、打钻时必须有一名技术员及以上的领导在现场指挥，负责打钻过程中的质量、安全等全面工作。4、打钻时必须有一名瓦检员和一名安检员在现场，负责瓦斯及有害气体的检查和打钻过程中的安全检查、监督。5、现场施工的所有人员必须清楚发生透水和各种预兆。6、透水预兆挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或出现裂隙渗水、水色发浑有臭味等异状时，必须停止作业，报告调度室；如果情况危急，立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。7、打钻安全措施①按规定安设好钻机，完善供电系统；②打钻时袖口、腰带、灯线必须系牢穿好，严禁戴手套。③打钻时只能一人操作，严禁两人以上同时操作；④更换钻杆时，两人要互相配合好，以免伤人；⑤打钻时严禁人员站在钻机前方及钻杆两侧，操作人员和附近人员要注意断钎伤人。8、瓦斯管理措施①打钻期间，工作面必须正常供风，129 设一名瓦检员跟班作业，时常检查瓦斯和二氧化碳及其它有害气体浓度，并做好记录。每钻进一根钻杆就检查一次。②在作业地点安设瓦斯报警仪监测瓦斯，瓦斯浓度超过1.0%时，立即停止打钻，查找原因，但不得拔出钻杆，及时进行处理。若是接近老窑，要加强通风管理增加风量，处理涌出气体浓度。③在放水完后，也要随时检查巷道中的气体浓度。9、放水安全措施①打钻时，由技术员给定钻孔方位角、倾角，施工人员严格按钻孔参数施工；②不管是那一个钻孔打透老窑，必须停止钻孔作业，要等此钻孔放完后，方可施工其它钻孔；③整个放水过程由技术员监测水量并记录；④水压大时，必须在探水眼上安装套管、水阀门，便于调节放水量。⑤钻孔放水前，应当估计积水量，并根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量，防止淹井；放水时，应当设有专人监测钻孔出水情况，测定水量和水压，做好记录。如果水量突然变化，应当及时处理，并立即报告矿调度室。10、严格交接班制度，必须在现场交接班，上一班的探水情况必须逐项向下一班交待清楚，并做好交接班记录。11、探放水过程中若发生异常情况时，必须停止钻进，立即撒出人员，汇报矿调度，但钻杆不得拔出。及时制定措施进行处理，隐患没有排出不得进入迎头作业。129 12、若探眼不到5m就穿透积水区，必须立即撒出受水威胁的所有人员，汇报矿调度和矿总工程师，但钻杆不得拔出。及时制定措施进行处理，隐患没有排出不得进入迎头作业。13、打钻迎头必须安装有“风电及瓦斯电”闭锁装置，并保证完好、灵敏可靠，探水钻开关必须使用综合保护开关。14、严禁随意开停局部通风机，临时停电不得停风。来电后必须检查开关附近20米范围内的瓦斯，只有瓦斯浓度小于1.0%后，方可正常起动。15、避灾和通讯联络措施⑴矿井各施工点避灾线路按其《作业规程》中规定撤离。⑵探放水施工期间，掘进巷道放水必须提前撤出有可能被淹水的其它巷道的全部人员。⑶通讯联络方式：使用本掘进巷道工作面电话通知矿调度，由矿调度通知其他作业地点人员或由两名探放水作业人员亲自到其它地点撤离，若探放水作业人员亲自到其它地点撤离必须与矿调度联系得到批准后方可亲自去撤离。16、严格执行“敲帮问顶”制度，严禁无风、微风、瓦斯超限作业。17、矿井必须坚持预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采的原则，进行充水条件分析，并遵守下列规定：（1）矿井每年年初，根据每年的采掘接续计划，结合矿井水文地质资料，全面分析水害隐患，提出水害分析预测表及水害预测图；129 （2）在采掘过程中，对预测图、表逐月进行检查，不断补充和修正。发现水患险情，及时发出水害通知单，并报告矿调度室，通知可能受水害威胁地点的人员撤到安全地点；（3）采掘工作面年度和月度水害预测资料及时报送矿井总工程师及生产安全部门。采掘工作面水害分析预报表和预测图模式见附录。118、在矿井受水害威胁的区域，进行巷道掘进前，必须采用钻探、物探和化探等方法查清水文地质条件。地测机构必须提出水文地质情况分析报告，并提出水害防范措施，经矿总工程师组织生产、安监、地测等有关单位审查批准后，方可进行施工。19、矿井工作面采煤前，必须采用物探、钻探、巷探和化探等方法查清工作面内断层、陷落柱和含水层（体）富水性等情况。地测机构要提出专门水文地质情况报告，经矿总工程师组织生产、安监和地测等有关单位审查批准后，方可进行回采。发现断层、裂隙和陷落柱等构造充水的，必须采取注浆加固或者留设防隔水煤（岩）柱等安全措施。否则，不得回采。20、采掘工作面探水前，矿技术部门必须编制探放水设计，确定探水警戒线，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探放水钻孔的布置和超前距离，应当根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度等确定。探放水设计由地测机构提出，经矿总工程师组织有关单位审定同意后，按设计进行探放水。21、井下探放水必须使用专用探放水钻机，严禁使用煤电钻探放水。129 22、探水钻孔除兼作堵水或者疏水用的钻孔外，终孔孔径一般不得大于75mm。23、在探放水钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或者钻眼中水压、水量突然增大和顶钻等透水征兆时，必须立即停止钻进，但不得拔出钻杆；应当立即向矿井调度室汇报，派人监测水情。发现情况危急，应当立即撤出所有受水威胁区域的人员到安全地点，然后采取安全措施，进行处理。24、探放老空水前，首先分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。探放水孔应当钻入老空水体，并监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。当钻孔接近老空时，预计可能发生瓦斯或者其他有害气体涌出的，应当设有瓦斯检查员或者矿山救护队员在现场值班，随时检查空气成分。如果瓦斯或者其他有害气体浓度超过有关规定，应当立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿井调度室，及时处理。25、探放水必须采用专用钻机、由专业人员和专职队伍进行施工；严禁使用煤电钻等非专用探放水设备进行探放水；探放水工应当按照有关规定经培训合格后持证上岗。26、煤矿企业、矿井必须建立灾害性天气预警和预防机制；加强与周边相邻矿井信息沟通，发现矿井水害可能影响相邻矿井时，立即向周边相邻矿井进行预警。27、矿井采掘工作面探放水必须采用钻探方法，由专业人员和专职探放水队伍施工；不能用物探方法替代钻探进行探放水工作。28、井田内含水层或老空积水影响安全掘进和采煤时，必须超前进行钻探，待彻底疏放水后，方可进行掘进回采。129 29、在地面无法查明矿井全部水文地质条件和充水因素时，应当采用井下钻探方法，坚持“有掘必探”的原则开展探放水工作，并确保探放水的效果。30、矿井建设和延深，当开拓到设计水平时，只有在建成防、排水系统后，方可开始向有突水危险地区开拓掘进。31、井筒开凿到底后，必须优先施工永久排水系统，在进入采区施工前应当建好永久排水系统。32、新建矿井揭露的水文地质条件比地质报告复杂的，应当进行水文地质补充勘探，及时查明水害隐患，采取可靠的安全防范措施。129 第八章提升、运输第一节提升设备在202材料下山设置一套提升设备作单钩串车提升，完成矸石、设备和材料等的提升任务。一、202材料下山提升设备(一)提升装置⑴202材料下山倾角25°，斜长230m；⑵车场形式：车场为甩车场；⑶工作制度：每年工作300天，每天提升12小时；⑷提升量：①矸石量22.8t/班(矸石量按原煤产量的15%计算)；②设备2次/班、材料2次/班；③炸药、雷管各1次/班；④其它5次/班；⑸提升容器：MF1.1－6型翻斗式矿车85辆；MPC3－6平板车10辆；MC1－6A材料车20辆。最重大件4.5吨。8-1提升容器表矿车类型容积（m3）载重（t）外形尺寸（mm）轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)装煤装矸长宽高MF1.1-6翻斗式矿车1.111.8212014101315600550600MC1-6A型材料车20008801150600550494MPC3-6型平板车24001050415600750530（6）提升机照明及防护隔离和消防设施1）绞车房照明129 绞车房照明电源与工业场地共用一个照明电源。灯具采用普通150W白炽灯，主机房安装白炽灯6盏，电控室安装白炽灯6盏。天轮处安装防爆白炽灯2盏，井口车场内安装防爆白炽灯6盏。2）防护隔离电控室电控屏隔离防护栏的高度为1.2m，与带电部分的安全距离为0.7m。绞车滚筒装置、传动装置、电动机、深度指示器及传动装置总体设置一个围护栏。各种设备与墙壁之间应留出0.7m以上的通道，各种设备相互之间应留出0.8m以上的通道。3）消防设施地面消防系统接一路专用消防水管至绞车房，在绞车房门前设DN50消防栓一个。绞车房设1m3沙箱一个，二氧化碳灭火器4个。（7）设备选型的合理性及运行安全性分析在202材料下山设置一套提升设备作单钩串车提升，完成矸石、设备和材料等的辅助提升任务。具有运输连续，转载环节少，管理方便，系统简单。由于矿井煤炭采用胶带输送机运输，采区掘进煤进入煤流系统，因此，辅助运输总量并不大。本着安全、经济、可靠的原则，根据矿井的生产能力、运输条件及辅助运输量，选用JTPB-1.2×0.8型单滚筒提升机能够满足该矿井辅助运输能力要求。（二）运行参数1、提升斜长(m)L＝LX＋LD＋LS＝230＋20＋20＝270(m)式中：LX——斜巷长度(m)；LD——井底车场长度，取20m。LS——上车场长度，取20m。129 2、一次提升循环时间（s）初选提升速度，速度取2m/s,一次提升循环时间：T＝338（s）；运输炸药和雷管时速度不超过1m/s,T雷＝T炸=467(s)3、最大班提升时间平衡表表8－2最大班提升时间平衡表根据上表，最大班净提升时间为2小时，小于4.5小时，满足规范要求。4、一次提升情况一次提2个矸石车,总载重3.4吨；或最大件。5、按连接器强度计算车数(按最大载荷)：Z2≤==5.4(个)式中：f1—提升容器运动时的阻力系数，f1取0.015；故提大件时每次提2个矸石车合适。6.绳端载荷Q大件＝（530+4500）×（sin28°+0.015×cos28°）×9.81÷1000＝23.819(KN)Q端矸＝2×（1700+600）×（sin28°+0.015×cos28°）×9.81÷1000129 ＝21.783(KN)7、钢丝绳单位长度的重量计算(按最大载荷)PK＝Q端矸/〔11σB/ma－LC（sinβ＋f2cosβ）〕＝23.819×1000/〔11×1670/6.5－290×（sin28°＋0.3cos28°）〕/9.81＝0.929(kg/m)式中：σB——钢丝绳抗拉强度（Mpa），取1670ma——钢丝绳安全系数，取6.5f2——钢丝绳运动时的阻力系数，f2取0.3。8.选钢丝绳钢丝绳选用:6×7+FC－20－1670－特，dk＝20mm，Pk＝1.38kg/m，Qq＝222kN；9、最大静张力：F大件=Q大件+PL0(sinβ+f2×cosβ)=23.819＋1.38×290×（sin28°+0.3×cos28°）×9.81÷1000=26.702(kN)F矸=Q端矸+PL0(sinβ+f2×cosβ)=21.783＋1.38×290×（sin28°+0.3×cos28°）×9.81÷1000=24.666(kN)式中：L0----钢丝绳长，290(m)；P-----钢丝绳1.38(kg/m)；β----井筒顷角，28°；f2-----钢丝绳运动时的阻力系数0.3；129 10、钢丝绳安全系数M大件=222000÷26702＝8.3＞6.5；M矸=222000÷24666＝9.0＞6.5；符合《煤矿安全规程》的规定。11、滚筒直径和宽度（缠3层）滚筒直径：D≥60×d=60×20=1200(mm)式中：d—为钢丝绳直径，mm；δ—钢丝直径，mm。平均缠绕直径：Dp=D+(K-1)÷2×=1200+（3-1）÷2×=1233（mm）式中：D—滚筒直径；D=1200mmK—缠绕层数，缠绕3层；d—钢丝绳直径，mm；ε—两绳圈间隙宽度，ε=2～3mm.取2.0mmB=（L+30+（4+3）×π×D（d+ε）÷(K×π×Dp）＝(320+7×π×1.2)×(20+2.0)÷（3×π×1.233）＝656(mm)确定选绞车滚筒宽度为800mm。12、选提升机根据上述计算,202材料下山选1台JTPB-1.2×0.8型单筒提升绞车,配行星齿轮减速器,配全数字防爆型低压交流变频调速电控设备。参数如下:129 提升绞车技术特征表绞车型号最大静张力容绳量提升速度滚筒电机功率电压KNmm/smmKWvJTPB-1.2×0.83076021200×100075660绞车强度验算Fe=26.702(KN)Fe＜Fmax，所以，所选绞车强度符合要求。13、选电机计算所需功率P=kFjmax×v÷1000÷η=1.15×26.702×2÷0.92＝67(kW)选配套防爆电机YBPT型变频调速电机，75KW、660V一台。14、选提升机电控选用全数字防爆型低压交流变频调速电控设备TKD－ZCB－33型一套；15、提升机安全制动根据初设的计算结果，钢丝绳最大静张力Fj=26.702kN。所以202材料下山提升系统在安全制动终了时的全部盘形闸所提供的制动力矩MZ≥3×0.6×26.702=48.1kNm。以此数据选择液压制动系统的最大油压值。考虑到倾斜井巷安全制动时的减速度不得大于自然减速度AC，设计采取二级制动方式，以满足《煤矿安全规程》的要求。二、提升机机电保护装置及电气保护1、提升绞车各种保护装置129 提升装置必须装设下列保险装置，并符合下列要求：（1）防过卷保护装置根据《煤矿安全规程》规定：提升容器超过正常的停车位置0.5m时，必须能自动切断提升机的电控系统电源，并能产生安全制动。防止过卷装置通常是使用行程开关，立井是安装在井架上正常停车位置以上0.5m处。斜井提升时，安装在井口正常停车位置以上0.5m处。斜井单钩串车提升时，只在绞车的深度指示器相对应井口正常停车位置以上0.5m处的位置上安装行程开关。行程开关串联在提升机电控系统的安全制动电磁铁保护回路中，一旦开关被触动（断开），则电磁铁断电，立即切断电动机的电源，与此同时保护回路断电，安全闸立即运作。过卷开关必须经常检查和维护，并作定期试验，以保证动作可靠。（2）防止过速保护装置当绞车提升速度超过最大速度10%发出预警信号，当绞车提升速度超过最大速度15%时，必须能自动断电，并能产生安全制动。（3）提升机过负荷及欠电压保护装置过负荷（过电流）继电器直接在主电路或电流互感二次电路中，用来保护提升电动机的过载和短路事故。当电动机或其他设备发生故障使电动机电流大于该继电器整定的电流值时，继电器便动作，直接或通过传动机构间接地将电源切断，保证电气设备和安全，避免事故的扩大。欠电压保护装置在电源开关内。当电压低于允许值时，使电源开关自动脱扣跳闸，实现安全制动。129 （4）限速保护装置根据《煤矿安全规程》规定：最大提升速度大于3m/s的提升设备，都应装设限速器，以保证提升容器到达井口时的速度不超过2m/s。（5）深度指示器失效保护装置当深度指示器失效时能自动断电，并能产生安全制动。（6）闸间隙保护装置当闸间隙超限时，绞车制动力矩达不到安全制动的要求，严重影响绞车运行安全，故必须设置闸间隙保护装置。当闸间隙超限时，采用压气制动时，能产生安全制动。（7）松绳信号保护装置根据《煤矿安全规程》规定：缠绕式提升装置必须设松绳信号装置，并将松绳保护接入安全回路和报警回路。本矿选用的为斜井串车提升，必须设置松绳保护装置并接入安全回路和报警回路，在钢丝绳松驰时能自动断电并报警。（8）减速功能保护装置当提升容器到达设计减速位置时，能示警并开始自动减速。过卷保护装置、过速保护装置、限速保护装置和减速功能保护装置应设置为相互独立的双线型式。（9）定车装置防止绞车滚筒在长时间停车或者检修的时候溜车而设置的保护装置。装在滚筒下方的地基坑内（两副）。（10）提升机电气保护1）短路保护129 提升绞车主电机为高压电机时，高压系统发生短路事故时，高压配电屏过电流保护装置动作，使高压电源及低压控制电源断电，提升绞车实行安全制动。提升绞车主电机为低压电机时，电源系统发生短路事故时，电源总开关的过流保护装置动作切断电源，提升绞车实行安全制动。2）测速回路断电测速回路断电测速反馈回路无电，制动器参与制动；同时司机操作台上的直流电压表无电压显示。但不影响本次运行。3）制动油及润滑油回路故障制动油过热、润滑油过压或欠压时使信号回路动作，不能开车。如果提升绞车在运行状态不影响本次开车。4）提升信号闭锁当司机未接到开车信号时，主电路不能送电，主电机不能起动。5）操纵手柄“0"’位闭锁当操作手柄“0"’在零位时，制动器无制动油压，制动器不能松闸。绞车系统的短路及欠压、测速回路断电、直流主电机失磁、制动油及润滑回路故障、电气制动电流消失、操纵手柄“0"’位等必须与提升信号联锁及主电路进行联锁。2、钢丝绳管理及使用规定（1)使用和保管提升钢丝绳时，必须遵守下列规定：1）新绳到货后，应由检验单位进行验收检验。合格后应妥善保管备用，防止损坏或锈蚀。2129 ）对每卷钢丝绳必须保存有包括出厂厂家合格证、验收证书等完整的原始资料。3）保管超过1年的钢丝绳，在悬挂前必须再进行1次检验，合格后方可使用。4）直径为18mm及其以下的专为提升物料用的钢丝绳（立井提升用绳除外），有厂家合格证书，外观检查无锈蚀和损伤，可以不进行本条第一款第（一）项、第（三）项所要求的检验。（2）提升钢丝绳的检验应使用符合条件的设备和方法进行，检验周期应符合下列要求：1）升降人员或升降人员和物料用的钢丝绳，自悬挂时起每隔6个月检验1次；悬挂吊盘的钢丝绳，每隔12个月检验1次。2）升降物料用的钢丝绳，自悬挂时起12个月时进行第1次检验，以后每隔6个月检验1次。（3）各种用途的钢丝绳悬挂时的安全系数必须符合下表的规定。钢丝绳安全系数最低值用途分类安全系数的最低值提升装置升降人员和物料升降人员时混合提升时升降物料时9.2-0.0005H9.2-0.0005H8.2-0.0005H专为升降物料7.2-0.0005H悬挂安全梯用的钢丝绳防撞绳、起重用的钢丝绳悬挂排水管用的钢丝绳悬挂风筒、风管、供水管、注浆管、输料管、电缆用的钢丝绳拉紧装置用的钢丝绳66655H为钢丝绳悬挂长度，m；L为由驱动轮到尾部绳轮的长度，m。（4）提升装置使用中的钢丝绳做定期检验时，安全系数有下列情况之一的，必须更换：129 1）专为升降人员用的小于7。2）升降人员和物料用的钢丝绳：升降人员时小于7；升降物料时小于6。3）专为升降物料用和悬挂吊盘用的小于5。（5）新钢丝绳悬挂前的检验（包括验收检验）和在用绳的定期检验，必须按下列规定执行：1）新绳悬挂前的检验：必须对每根钢丝做拉断、弯曲和扭转3种试验，并以公称直径为准对试验结果进行计算和判定：①不合格钢丝的断面积与钢丝总断面积之比达到6%，不得用作升降人员；达到10%，不得用作升降物料；①以合格钢丝拉断力总和为准算出的安全系数，如低于《煤矿安全规程》第四百条的规定时，该钢丝绳不得使用。2）在用绳的定期检验：可只做每根钢丝的拉断和弯曲2种试验。试验结果，仍以公称直径为准进行计算和判定：①不合格钢丝的断面积与钢丝总断面积之比达到25%时，该钢丝绳必须更换；②以合格钢丝拉断力总和为准算出的安全系数，如低于上述第（4）条的规定时，该钢丝绳必须更换。（6）井筒中悬挂水管、风管、输料管和电缆的钢丝绳，使用期限一般为2年。到期后经检查鉴定，锈蚀程度不超过《煤矿安全规程》第四百零八条的规定，可以继续使用。（7）提升钢丝绳必须每天检查1129 次对易损坏和断丝或锈蚀较多的一段应停车详细检查。断丝的突出部分应在检查时剪下。检查结果应记入钢丝绳检查记录簿。（8）各种股捻钢丝绳在1个捻距内断丝断面积与钢丝总断面积之比，达到下列数值时，必须更换：1）升降人员或升降人员和物料用的钢丝绳为5%。2）专为升降物料用的钢丝绳、平衡钢丝绳、防坠器的制动钢丝绳（包括缓冲绳）和兼作运人的钢丝绳牵引带式输送机的钢丝绳为10%。3）罐道钢丝绳为15%。4）架空乘人装置、专为无极绳运输用的和专为运物料的钢丝绳牵引带式输送机用的钢丝绳为25%。（9）以钢丝绳标称直径为准计算的直径减小量达到下列数值时，必须更换：1）提升钢丝绳或制动钢丝绳为10%。2）罐道钢丝绳为15%。使用密封钢丝绳外层钢丝厚度磨损量达到50%时，必须更换。（10）钢丝绳在运行中遭受到卡罐、突然停车等猛烈拉力时，必须立即停车检查，发现下列情况之一者，必须将受力段剁掉或更换全绳：1）钢丝绳产生严重扭曲或变形。2）断丝超过《煤矿安全规程》第四百零五条的规定。3）直径减小量超过《煤矿安全规程》第四百零六条的规定。4）遭受猛烈拉力的一段长度伸长0.5%以上。129 在钢丝绳使用期间，断丝数突然增加或伸长突然加快，必须立即更换。（11）钢丝绳的钢丝有变黑、锈皮、点蚀麻坑等损伤时，不得用作升降人员。钢丝绳锈蚀严重，或点蚀麻坑形成沟纹，或外层钢丝松动时，不论断丝数多少或绳径是否变化，必须立即更换。（12）使用有接头的钢丝绳时，必须遵守下列规定：1）有接头的钢丝绳，只可在下列设备中使用：①平巷运输设备；②30°以下倾斜井巷中专为升降物料的绞车；③斜巷无极绳绞车；④斜巷架空乘人装置；⑤斜巷钢丝绳牵引带式输送机。2）在倾斜井巷中使用的钢丝绳，其插接长度不得小于钢丝绳直径的1000倍。（13）平衡钢丝绳的长度必须与提升容器过卷高度相适应，防止过卷时损坏平衡钢丝绳。使用圆形平衡钢丝绳时，必须有避免平衡钢丝绳扭结的装置。（14）主要提升装置必须备有检验合格的备用钢丝绳。对使用中的钢丝绳，应根据井巷条件及锈蚀情况，至少每月涂油1次。（15）钢丝绳绳头固定在滚筒上时，应符合下列要求：1）必须有特备的容绳或卡绳装置，严禁系在滚筒轴上。2）绳孔不得有锐利的边缘，钢丝绳的弯曲不得形成锐角。3129 ）滚筒上应经常缠留3圈绳，用以减轻固定处的张力，还必须留有作定期检验用的补充绳。（16）倾斜井巷运输用的钢丝绳连接装置，在每次换钢丝绳时，必须用２倍于其最大静荷重的拉力进行试验。（17）钢丝绳头必须缠接并用卡绳装置，绳孔不得有税利的边缘，纲丝绳的弯曲不得形成锐角。3、其他防治措施（1）提升绞车安设后必须按《煤矿安全规程》验收合格后方可投入使用。（2）每天必须检查提升钢丝绳、绞车、连接装置、过卷装置、制动闸和自动保险装置等，发现问题必须及时处理。（3）倾斜井巷内使用串车提升时，必须遵守下列规定：①在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。②在各车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车辆或区段的阻车器。③在上部平车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。④在上部平车场接近变坡点处，安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。⑤在变坡点下方略大于一列车长度的地点，设置能够防止未连接的车辆继续往下跑车的挡车栏。⑥在各车场安设甩车时能发出警号的信号装置。⑦129 上述挡车装置必须经常关闭，放车时方准打开。兼作行驶人车的倾斜井巷，提升人员时，倾斜井巷中的挡车器和跑车防护装置必须是常开状态，并可靠地锁住。（4）提升装置必须有声光兼备的信号装置。井底车场和绞车房之间除有信号装置外，还必须有直通电话。（5）严禁蹬钩和矿车内乘人。行车时，应发出声光警示信号严禁行人。（6）有提升装置的斜巷，坚持“行人不行车，行车不行人”的原则。（7）设置防跑车装置并保证其可靠运行。（8）提升常规措施1)新安装的矿井主要提升装置，必须经验收合格后方可投入使用。投入运行后的设备，必须每年进行1次检查，每3年进行1次测试，认定合格后方可继续使用。2)主要提升装置必须配有正、副司机。发生故障，必须立即向矿调度室报告。3)提升绞车必须装设深度指示器、开始减速时能自动示警的警铃与不离开座位即能操纵的常用闸和保险闸，保险闸必须能自动发生制动作用。常用闸和保险闸共同使用1套闸瓦制动时，操纵和控制机构必须分开。三、矿车连接装置安全系数校验1、斜巷使用的连接装置的性能指标和投用前的试验，必须符合下列要求：129 （1）各类连接装置主要受力部件以破断强度为准的安全系数必须符合下列规定：1）专为升降人员或升降人员和物料的提升容器的连接装置，不小于13；2）专为升降物料的提升容器的连接装置，不小于10；3）斜井人车的连接装置，不小于13；4）矿车的车梁、碰头和连接插销，不小于6；5）无极绳的连接装置，不小于8；（2）各种环链的安全系数，必须以曲梁理论计算的应力为准，并同时符合以下2项要求：1）按材料屈服强度计算的安全系数，不小于2.5；2）以模拟使用状态拉断力计算的安全系数，不小于13。（2）各种连接装置主要受力件的冲击功必须符合下列规定：1）常温（15℃）下大于或等于100J；2）低温（－30℃）下大于或等于70J。（3）各种保险链以及矿车的连接环、链和插销等，必须执行下列规定：1）批量生产的，必须做抽样拉断试验，不符合要求时不得使用；2）初次使用前和使用后每隔2年，必须逐个以2倍于其最大静荷重的拉力进行试验，发现裂纹或永久伸长量超过0.2%时，不得使用。四、斜井跑车防护装置及车场信号装置1、斜巷轨道型号129 202材料下山设计选用22kg/m，600mm轨距，混凝土轨枕。2、串车提升的联接装置和保险装置（1）矿车串车提升的联接装置1）矿车之间的联接装置采用φ30的三链环及φ32×300的插销。并使用防跳销保险插销，防止在提升运输过程中插销脱出。2）矿车与钢丝绳连接装置矿车与钢丝绳连接采用桃形环绳卡，防脱落插销装置。（2）斜井（巷）提升必须在钢丝绳连接装置与最后一个矿车的尾部加装保险绳。3、井巷内托绳轮和立滚的设置及间距（1）在平直的绞车道每隔20～30m设一个φ200×300托绳轮。（2）在各甩道根据具体情况装设φ150×800立滚。4、跑车防护装置选型及主要性能和技术参数，安装位置及间距（1）阻车器在上部平车场往上3～5m的地方必须安设一道手动单式阻车器，阻止矿车自行下滑。（2）档车拦在变坡点往下5m设一道档车拦，档车拦用11#矿用工字钢制成，高×宽=1400×1600mm，栏网钢丝绳直径：φ20mm。档车拦与阻车器实行联锁，当阻车器打开时档车拦关闭，当档车拦打开时阻车器关闭。（3）跑车防护装置1）跑车防护装置129 在202材料下山开口往下30m处安装防跑车防护装置栏网一道，防护装置栏网与提升绞车深度指示器上安装的行程开关连锁。当深度指示器上的标尺碰块碰触到行程开关时防护装置栏网提升绞车通电旋转，经过钢丝绳、滑轮使防护装置栏网上提到一定高度后防护装置栏网提升绞车电机断电。栏网打开矿车通行。矿车通过后电机通电绞车反转，栏网在自重的作用下落下。实现常闭工作状态。2）主要性能和技术参数①防护装置栏网A：防护装置栏网：高×宽=1400×1600mm，栏网钢丝绳直径：φ20mm。B：关闭时栏网离轨道高度：400mm；开启时栏网离轨道高度：1700mm。C：防护装置栏网上升时间：1.85S。②电机功率：75KW；转速：1470r/min；电压380V。③减速比：i=25，滚筒直径：300mm。④矿车至栏网距离矿车下放至栏网开始上提时的距离大于5m。5、提升绞车联动的车场声光报警装置功能和安设位置在202材料下山的上、中、下部车场设置提升绞车联动的声、光信号装置。声光装置安装位置为上部车场变坡点巷道顶部，中部车场设在绞车道与甩道交叉处巷道顶部，下部车场设在绞车道变坡点离车场方向5m处巷道顶部。信号装置安装在各车场躲避硐室内。129 提升绞车联动的声光报警装置，提醒绞车司机及绞车道警界区以外的工作人员，绞车正在运行，绞车道正在行车，无关人员严禁进入车场。6、斜巷躲避硐室在202材料下山兼作行人巷道的斜巷，每隔40m必须设置躲避硐，且巷内必须留有人行通道。井下人员躲避硐及信号硐室或小绞车硐室等扩散通风距离不得超过6m，躲避硐宽度不得小于1.5m，高度不得小于1.8m，不得堆积设备、材料或其他杂物。第二节202开拓系统井下其他辅助运输设备一、架空乘人装置1、运送方式本矿采用平硐－斜井开拓方式，202材料下山垂高超过50m，按相关规定需安设人员运送设备，202材料下山设计安装一套煤矿用架空乘人装置（猴车）来完成人员上下井的运送任务。2、设计依据（1）202材料下山倾角25°；（2）202材料下山斜长230m；3、提升设备选择本矿202材料下山倾角为25°，202材料下山斜长230m，选用RJKY型大坡度可摘挂抱索器煤矿架空乘人装置（猴车）一套，驱动功率30KW，运行速度≤1.2m/s。厂家提供安装技术指导，其技术参数及使用范围如下：表5－1－2　　　　　　　煤矿架空乘人装置技术参数表型号名称技术项目参　　数使用范围129 RJKY30-30/400型可摘挂式吊椅驱动功率30KW能过头尾轮，可以静态上下车，能水平转弯,适应坡度≤40°运行速度≤1.2m/s运人能力513人/时最大运距1500m最大倾角40°水平转弯角度0～10°水平转弯半径≥12m静态上下车可以绕行头尾轮可以巷道高度2.1m4、架空人车装置校验（1）钢丝绳选择计算钢丝绳每米的质量PK按下式计算:PK＝〔ZGd（sinβ＋ωcosβ）+Smin〕/〔110σB/ma－LC（sinβ＋ωcosβ）〕(kg/m)式中：Z——沿线长度每侧所挂吊椅的数量，吊椅间距一般不小于5m，取8m,则吊椅的数量为240/8=30(个)Gd——吊椅包括所乘人员的质量，kg(吊椅自重一般不大于10kg，取10kg，每个人员质量平均按70kg考虑)ma——钢丝绳安全系数，取6.5LC——运输线路长度，mσB——钢丝绳抗拉强度，kg/mm2，取1570Smin——钢丝绳最小张力，一般按2940N考虑，换成公斤力为2940/9.8=300（kg）ω——托绳轮转动阻力系数，取0.3β——运行线路倾角，28°则：129 PK＝〔30×(70+10)×（sin28°＋0.3cos28°）+300〕/〔110×1570/6.5－240（sin28°＋0.3cos28°）〕＝0.089(kg/m)根据计算，钢丝绳选用:6V×7+FC－16－1570－特，其技术特征见表8－3。表8－3　　　　矿井提升机钢丝绳规格表名　　　　　称规　　　格钢丝绳直径d（mm）16钢丝绳单位长度重量Pk(kg/m)0.899公称抗拉强度σ(Mpa)1570钢丝破断拉力总和QZ(N)133000（2）运输阻力和电机功率计算上运侧运行阻力：重载时：Wsh=(ZGd+PkL)（sinβ＋ωcosβ）空载时：Wsh′=(ZGd′+PkL)（sinβ＋ωcosβ）式中：Gd′——吊椅自重，kg则:Wsh=(30×(70+10)+0.899×240)×（sin28°＋0.3cos28°）=1391(kg)Wsh′=(30×10+0.899×240)×（sin28°＋0.3cos28°）=273(kg)下运侧运行阻力：重载时：Wx=(ZGd+PkL)（sinβ-ωcosβ）Wx=(30×(70+10)+0.899×240)×（sin28°-0.3cos28°）=302(kg)空载时：Wx′=(ZGd′+PkL)（sinβ-ωcosβ）Wx′=(30×10+0.899×240)×（sin28°-0.3cos28°）=59(kg)设备牵引力和电机功率计算：129 一般说来，当上运侧重载，下运侧空载时，设备牵引力最大，设备牵引力W可按下式近似计算：W=1.1(Wsh+Wx′)=1.1(1391+59)=1595(kg)电动机功率为：N=1.15(Wv/102η),kW式中：v——吊椅运行速度，m/sη——机械传动效率，取0.85则：N=1.15×〔1595×1.2/(102×η)〕=25.4(kW)根据计算，选功率为30kW的防爆型电动机。（3）架空人车运输能力计算单侧最大小时运输能力Q：Q=（3600v-L）/ld,(人/小时)式中：v——吊椅运行速度，m/sL——井筒斜长，mld——吊椅敷设间距，取8m则：Q=（3600×1.2-240）/8=510(人/小时)人员运输时间计算：运输一定数量人员所用的时间T，系指从第一人上车至最后一人下车的一段时间，用下式计算：T=（Knld+L）/(60v),min式中：n——乘车人数K——乘车延误系数，大于1，取1.5按每班下井45人计算，则所用时间为：T=（1.5×45×8+240）/(60×1.2)=11.4(min)129 5、202材料下山绞车运输与架空乘人装置使用的相关要求及注意事项（1）巷道倾角不得超过设计规定的数值。（2）蹬座中心至巷道一侧的距离不得小于0.7m，运行速度不得超过1.2m/s，乘坐间距不得小于5m。（3）驱动装置必须有制动器。（4）吊杆和牵引钢丝绳之间的连接不得自动脱扣。（5）在下人地点的前方，必须设有能自动停车的安全装置。（6）在运行中人员要坐稳，不得引起吊杆摆动，不得手扶牵引钢丝绳，不得触及邻近的任何物体。（7）严禁同时运送携带爆炸物品的人员。（8）每日必须对整个装置检查1次，发现问题，及时处理。（9）架空人车和绞车的电控系统必须互锁(绞车运行时，架空人车停止；架空人车运行时，绞车停止)。（10）当绞车运行至上部车场或者下部车场时，必须将矿车推开，同时必须将挂钩移开，方能运行人车。（11）当人车运至上部车场或者下部车场时，必须立即将人车座椅摘掉，方能运行绞车。（12）202材料下山架空人车安装示意图如下：129 （三）候车硐室在各车场内设置候车硐室。（四）运人事故的防治措施本矿人员运输采用架空乘人装置。防范措施如下：1、操作人员必须经过煤矿架空乘人装置制造厂专业人员的技术培训，并考试合格取得由制造厂颁发的《煤矿架空乘人装置操作证》，法定的《特种设备操作人员资格证书》则必须由国家安全管理部门颁发，没有《煤矿架空乘人装置操作证》和《特种设备操作人员资格证书》的人不能从事煤矿架空乘人装置的操作和管理工作。2、开车前的准备（1）每次开车前必须进行一次常规检查，具体检查内容：1）各部位连接螺栓是否松动，防爆设备是否能可靠防爆。2）减速机润滑油、制动器液压油是否足量，有无漏油和渗油等现象。3）制动器的制动闸瓦是否在正常位置上，摩擦表面是否完好、有无油污，制动衬垫厚度以及与制动轮之间的间隙是否在规定的范围内，制动面积应大于60％。129 4）启动系统，检查制动器、电动机及减速机等设备运转的响声是否正常，各种安全保护实施及信号报警系统是否安全可靠。（2）开车前，应确认乘人装置运行区内无任何影响乘人装置正常运行的不安全因素，如无行人或其它障碍物等。（3）选择乘人装置的运行方式，即连续运行或断续运行。（4）以上准备工作就绪后，等待开车指令，准备开车运行。3、开车时的操作（1）接到开车指令后，首先按下“开车预警"按钮，电铃警示准备开车。（2）按下“启动’’按钮，喇叭预警准备开车，预警5s后制动电机自动启动，制动电机自动启动3s后乘人装置电机自动启动，此时预警铃声停止，同时显示窗口显示乘人装置运行方式及相应的参数。（3）操作人员必须提醒准备乘坐的人员，要等乘人装置运行平稳后方可乘坐。4、装置运行中（1）在乘人装置运行的过程中，若要短时停止乘人装置运行，可按下“停止"按钮，乘人装置停止运行。（2）在乘人装置运行的过程中，要随时注意乘人装置的运行状况，若发现乘人装置运行状态突然不稳定或报警发生时，必须立即停止乘人装置运行，待查明原因并处理故障使猴车恢复正常后，方可继续启动乘人装置运行。5、操作人员须离开岗位查找故障时，必须按下控制台上的“急停、禁启"按钮，并挂上“故障检修，禁止启动"的警示牌，并向上级主管部门报告。当对系统进行全面检修时必须断开总电源开关，挂上129 “设备检修，禁止合闸’’的警示牌，并派专人监护。6、值班人员应及时作好乘人装置运行记录，交班时向接班人员交底，并作好交接班记录。第三节202开拓系统刮板输送机选型　　1、设计依据　　输送长度L=120m　　倾角水平β=0°　　运输任务担负采煤运煤　　设计运输生产率A=50t/h　　2、选择刮板机输送类型　　根据A=50t/h，顺槽选用SGB420/40T型刮板输送机。其有关技术特征：　　出厂长度：L=120米　　运输能力：M=80t/h　　刮板链速：v=0.86米/秒　　刮板质量：q0=16.95公斤/米　　电机功率：N=40KW　　破断拉力：SP=320000N　　3、运行阻力、牵引力和功率计算　　重段运行阻力129 　　q=A/3.6×v=16.15kg/m　　Wxh=[(q0×wo+q×w)Lcosβ-(q0+q)Lsinβ]×g　　=[(16.95×0.4+16.15×*0.7)×120cos4°　　-(16.95+16.15)×120sin4°]×9.8　　=110613.43N　　空段运行阻力　　Wk=q0×g×L(wocosβ+sinβ)×g　　=16.95×120(0.4cos4°+sin4°)×9.8　　=8442.14N　　考虑曲线段阻力及弯曲段的附加阻力则总牵引力　　Wo=1.21×(Wk+Wxh)　　=1.21×(8442.14+19471.38)　　=33775.4N　　电动机轴上的总功率计算　　N=WOv/1000*0.8(传动装置效率)=33775.4×0.86/800　　=36.31KW　　N=1.2×36.31=43.57KW　　通过验算SGB420/40T型刮板输送机符合要求。129 第九章202开拓供电、通讯、照明系统一、202开拓系统电源来自地面中央变电所。供电线路：地面中央变电所→主斜井井底→101运输石门→102皮带巷→202开拓系统。1、掘进工作面：17#煤层开拓系统供电系统图中央变电所QBZ-400QBZ-200风电、瓦斯电闭锁QBZ-80BZZ-2.515kw150钻机1.2kw电钻2、掘进工作面专用风机：QBZ-400中央变电所QBZ-802×15kw钻机3、掘进工作面备用风机：QBZ-400中央变电所QBZ-802×15kw钻机129 二、通信系统与照明：⑴202开拓系统各个掘进工作面距工作面40m和爆破躲炮地点附近各安装一部电话，保证井下与地面的正常联系。⑵202开拓系统各个掘进工作面施工期间，巷道内不设照明系统，作业时照明采用矿灯。第十章202开拓运输、排水、压风系统一、运输系统1、运岩路线：掘进工作面→甩车场→副斜井→副平硐→地面。2、运煤路线：掘进工作面→101运输石门→主斜井→地面储煤场。3、运料路线：地面→副平硐→副斜井→甩车场→101运输石门→102皮带巷→掘进工作面。二、排水系统：该巷道采用敷设水沟进行排水。排水路线：掘进工作面→102皮带巷→101运输石门→主副水仓→主排水泵→主斜井→地面。3、压风系统：掘进工作面的压风系统供风管道路线为：地面→副平硐→副斜井→甩车场→101运输石门→102皮带巷→→129 掘进工作面(压风自救系统应设在距掘进工作面25～40m的巷道内，长距离掘进巷道中每隔50m设置一组，每组一般可供5～8人使用，压缩空气供给量每人不小于0.1m3/min)。第十一章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织202开拓系统掘进工作面实行“三八”工作制，即每天三班轮流施工作业。工作面实行掘进与支护单行作业，一次成巷，实行正规循环。采用每班一次准备，一个循环，每天3个循环的循环方式，单循环进尺1.2m，日进尺3.6m，每月生产时间按25天计算，正规循环率按85%计算，月进尺76.5m。掘进工作面正规循环作业图表工序工作时间（h）工序时间（min）012345678交接班15备料60打眼70装药爆破50通风除烟25临时支护60129 出煤(岩)120永久支护110打扫卫生30劳动组织一览表序号工种班次备注零点八点四点1跟班队长1112班长1113绞车司机或溜子司机1114皮带司机1115打眼工3446支护工2337出煤工3338瓦检员1119安全员1117电工1119合计151717主要经济指标一览表项目指标项目指标129 工程量(m)1995炸药消耗（kg/m）5.75循环进尺(m)1.20雷管消耗(发/m)20日循环个数4支护消耗(架/m)1.43日进尺(m)4.8月进尺(m)120月生产天数25直接工效(m/工)0.32两个头作业计划工期(月)8.4第二节投资估算202开拓系统全部采用U29#矿用U型钢拱形棚支护，每架棚子单价1200元，每米巷道需U29#矿用U型钢拱形棚1.43架，每米岩石巷道工人工价2000元，煤巷工人工价1200元。202开拓系统投资估算表巷道名称巷道性质设计长度支护形式断面m2断面形状巷道坡度工资单价元/m成本单价元/m金额万元202材料巷岩石167U棚8.2U型0°2000171662.06202材料下山岩石270U棚8.2U型-25°20001716100.4202运输平巷岩石265U棚8.2U型0°2000171698.4202水仓岩石193U棚8.2U型0°2000171662.07202运输石门岩石87U棚8.2U型0°2000171632.33202回风石门岩石65U棚8.2U型0°2000171624.16202运煤上山岩石410U棚8.2U型-15°20001716130.2203回风上山岩石410U棚8.2U型-15°20001716130.2设备投入绞车13万元、皮带28万元、刮板运输机22万元、猴车36万元99.00其他安全投入巷道维修60万元、瓦斯治理120万元、防治水40万元220.00129 合计（万元）958.82第十二章安全技术措施第一节：现场管理制度1、工作面交接制度⑴、跟班队长、班组长必须在工作岗位上现场交接班，交班人员必须向接班人员交清本班安全生产情况、机电设备运行情况、安全隐患处理情况及遗留问题、前探梁、临时支护是否完好及注意事项。接班人员必须现场主动检查，否则出问题由本班负责。⑵、交接班人员必须现场检查巷道顶底板情况，了解巷道坡度变化趋势及掘进巷道内支架完好情况，发现问题及时处理，不能当班处理的，必须经双方拿出处理意见交给下一班处理。交接班发现的问题不能现场处理时，必须向区队有关领导及相关部门汇报解决。⑶、探水钻等特殊工种必须在岗位上交接班，交班人员必须向接班人员交清工具、配件及设备运行情况，当班运行中存在的问题应交待清楚，接班人员必须检查工具配件缺失情况，并开钻了解运行情况。129 ⑷、掘进工必须在现场向接班人员说明本班掘进工作面安全情况，存在问题及处理方法和应注意的安全事项。⑸、对交接班期间检查出的影响安全的问题，必须向区队主管领导及相关部门汇报处理，否则不得进入掘进工作面作业。2、工程质量验收制度⑴区队班长是本区队班工程质量的第一责任者，必须制定工程质量与工资挂钩的管理制度。⑵工程的副队班长是工程质量的具体组织者，必须对分管工程质量负责，并对工程质量进行检查验收，并有权对不合格工程要求进行整改或进行返工，影响安全生产时有权安排当班现场处理，协助相关部门搞好掘进过程中中、腰线延长管理。⑶工程进度必须服从于安全和质量，必须在安全和质量保证的前提下加快进度。⑷当班的跟班队长班长有权对上一班工程质量进行监督检查，因工程质量不合格影响本班安全时，直接向区队长进行汇报进行处理。第二节：一通三防管理措施一、通风管理措施1、风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补、风筒不准漏风、距工作面距离不超过5m，以保证工作面有足够的风量。2、加强通风管理，局部通风机必须有专人看管，要保持通风机常开不停，任何人不得擅自停机，若需要停机时，必须经矿分管通风的副总工程师同意后进行。129 3、局部通风机必须装有风电、瓦斯电闭锁装置，停风时能自动切断供风巷道内的一切电源，并要与采煤工作面分开供电。4、由于停电或其他原因造成局部通风机不能正常运转时，要停止作业、切断电源、撤出人员；在恢复通风前必须检查瓦斯，当局部通风机及开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。5、巷道贯通前必须遵守下列规定：⑴掘进贯通前20m，必须停止一个工作面作业，并且通风部门要做好贯通后调整通风系统的准备工作。⑵贯通前20m，停掘的工作面必须保持正常的通风，设置栅栏和警标，并且经常检查该工作面的通风状况，发现瓦斯超限时要立即处理。在掘进工作面每次放炮前，瓦检员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度，只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都不超过1%时，方可放炮，否则必须停止掘进，进行处理。⑶每次放炮前必须派专人在能够通往两个工作面的所有巷道口距工作面75m以外站岗警戒。6、各车场揭露煤层时要遵守下列规定：⑴要边探煤边掘进，探孔深度为7m，掘进为5m，这样边探边掘，以防瓦斯突然大量涌出。⑵每次打孔时，瓦检员必须在现场观察，见煤后要检查探孔内的瓦斯浓度，发现有瓦斯大量涌出或其它异常情况时，必须停止作业、切断电源、撤出人员进行处理。7、施工队必须加强巷道卫生和材料的管理，保证风流畅通。禁止出现材料、杂物堆积高度超过巷道高度1/3以上的现象。129 二、防尘管理措施1、采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。2、装炮时必须使用水炮泥，每眼使用1～2节。3、装煤（岩）前必须对爆落的煤（岩）进行洒水降尘。4、经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。5、距工作面50m范围内安设一道水幕，在放炮前必须打开，等放完炮，炮烟吹净后方可关闭。6、回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。7、防尘工要经常检查防尘管路，发现问题及时处理。（三）、防火措施1、井下火工品必须分箱加锁存放，避开电器设备，存放在警戒线以外巷道支架完好处。2、井下人员严禁穿化纤衣服、禁止带烟草、火柴等易燃品下井，严禁在井下私拆、修理矿灯。搬运铁器应轻拿轻放，避免撞击出现火花。3、井下检修设备使用过的废机油、棉纱严禁乱泼乱丢，必须带到地面处理。4、加强机电设备管理，杜绝失爆、摩擦超温等火源。5、加强顶板管理，防止出现空帮空顶，出现高冒区要制定专项防火措施进行处理。尤其是巷道掘进过旧巷道时要加强漏风的预防措施，安全员要加强现场检查，发现漏风等异常现象时，要及时汇报相关部门。6、矿救护队每周对该巷道检查一次，发现问题及时采取措施。129 7、作业人员应熟悉自燃发火的预兆，煤岩自燃火灾预兆为：①空气的温度湿度增高，有时出现雾气或巷道煤壁出汗，巷道口出现水汽等；②巷道出现煤炭和坑木干馏的特殊火灾气味，如有煤油或松节油味；③人体有不适感觉，如头疼、憋气、闷热、精神疲乏、四肢无力等。8、打钻时，应优先选用水排粉工艺。必须使用压风排粉时，应在钻孔口用水喷淋覆盖，且供风压力不小于0.3MPa，以降尘和预防钻孔过热引起火灾。9、钻孔过热引起燃烧时，必须注水灭火，确认孔内燃烧消除后方可停水，退出钻杆，然后用黄泥将钻孔封堵，封堵孔长度不小于2m。10、打钻地点必须定期开展洒水降尘和清理打钻地点内积尘工作。（四）、瓦斯管理安全措施1、掘进工作面风流和回风流中各设置一台瓦斯传感器，在掘进工作面风流中的瓦斯传感器设置在距工作面不大于5m的风筒另一侧。瓦斯浓度达到0.8%时报警，瓦斯浓度达到1.5%时断电，断电范围为掘进工作面及回风中全部非本质安全型电器设备，复电的浓度小于0.8%。回风流中的瓦斯传感器设置在距掘进工作面出口10～15m的范围；瓦斯浓度达到0.8%时报警、断电；断电范围为掘进工作面及回风流中全部非本质安全型电器设备，复电浓度小于0.8%。2、瓦斯传感器由瓦检员管理，并定期校验，试验报警断电功能，负责随掘进工作面的迁移而向前移动，距工作面距离不得超过5m。129 3、班队长组长必须携带便携式瓦斯检测报警仪，悬挂在距掘进工作面3m处风筒另一侧。且距巷道顶板不大于300mm，距帮不小于200mm处，随时检测瓦斯，严禁瓦斯超限作业。4、掘进工作面内及其他作业地点风流中瓦斯达到0.8%时，必须停止煤电钻打眼。爆破地点20m范围内瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破，必须查明原因进行处理。5、掘进工作面内及其他作业点风流中、电动机及开关安设地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业、撤出人员、切断电源，查明原因进行处理，待瓦斯浓度达到0.5%时，方可开动设备。6、巷道内出现体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯达到2.0%时，附近20m内必须停止作业、撤出人员、切断电源进行处理。第三节：顶板管理措施1、严格执行敲帮问顶制度，及时除掉活动的煤矸，掘进工在刷帮挖柱窝前必须进行敲帮问顶，在确保安全时方可作业。敲顶时必须有专人观察，发现问题及时处理。2、因地压条件变化、煤（岩）体松软、破碎时必须加密棚距或采用砌墙发碹通过。3、严格工程质量支护标准，巷道要做到平、直、净，支架与煤岩必须接严接实，严禁空帮空顶现象，帮顶空隙小于0.3m时，用矸石填实，帮顶空隙大于0.3m时，可用废旧坑木背紧背实。4、支架与支架间必须使用拉杆或撑木，距工作面10m129 范围内，必须采取防倒架加固措施。严格控制控顶距和空顶时间，按架棚工艺架棚，严禁空顶作业或空顶时间过长造成事故。5、当巷道内出现冒顶时，必须先封顶，减小冒顶范围，加固好冒顶地点附近的支架。处理冒顶时，必须备足材料、清理好退路、撤出冒顶地点以内的所有人员。6、处理冒顶时，应根据冒顶范围、冒顶高度等情况采用适宜的方法进行处理：①冒顶高度、冒顶范围面积不明，且冒落煤矸边清边流时，可采用撞楔法进行处理，即采用钎、轨、板从完好的顶梁上往冒顶空间打撞楔作为临时假顶，然后在假顶保护下架棚。②对冒顶范围不大、冒顶高度小于1.5m，且冒顶已稳定不再扩大时，可用坑木背实。③当冒顶高度大于1.5m时，可采用木垛接顶法进行处理。7、处理冒顶时必须有跟班队长或班长现场指挥。第四节：爆破安全管理措施1、作业场所有施工断面图、炮眼布置图、爆破说明书和避灾线路图，作业人员必须熟悉“三图一表”，爆破工必须持证上岗，并按照《煤矿安全规程》第三百一十五条至三百四十三条的规定爆破。2、打眼工打眼前必须检查煤电钻是否完好，打眼时必须绑好袖口，工作服穿戴整齐，不得戴手套。打眼时必须用力均匀，遇有硬煤时不得几个人同时用力推，打眼过程中禁止用手托钻杆，或用手处理钻孔口煤（岩）粉。3、严格按爆破说明书的规定进行打眼装药，严禁随意增大药量。4、必须采用全断面一次爆破。爆破前必须检查爆破点附近支架完好情况，掘进工作面10m129 范围内支架必须加固，超前梁必须靠紧，否则严禁爆破。起爆时必须切断回风巷道内所有非本质安全型电器设备的电源，所有人员必须撤离，班组长必须清点人数。5、爆破警戒地点要设警戒岗，并挂警戒牌，由班组长派人专门警戒把口，严禁人员进入，警戒点与工作面爆破点的距离不小于200m或设置在防突风门50m以外。6、爆破工、瓦检员、班组长必须执行“一炮三检制度”和“三人连锁爆破制度”，爆破工必须在同一工作面工作。7爆破30min后，爆破工、瓦检员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，如有异常情况时，必须立即处理。8、因爆破变形的支架，必须由外向里逐棚扶正复位，否则不得进行作业。爆破后架棚前的空顶区，必须按要求使用临时支护，严禁空顶作业。处理拒爆、残爆时，必须遵守《煤矿安全规程》第三百四十二条的规定。第五节：安全防护措施1、下井人员必须熟悉煤与瓦斯突出的预兆、熟悉井下避灾线路和安全出口，当出现瓦斯突出征兆时应立即按避灾线路撤退，同时切断电源及时向矿调度室及有关部门汇报，情况危急时，应立即就近利用压风自救。2、瓦斯突出的一般预兆可分为有声预兆和无声预兆两种。有声预兆：煤层中有煤炮声，出现由远而近的闷雷声、机枪声、鞭炮声，深部煤层或岩层出现劈裂声，有时引起煤壁震动、支架发出噼里啪啦声等。129 无声预兆：煤层结构发生变化，如层理紊乱、煤变软变暗、干燥、易粉碎或煤层倾角变大、煤层厚度变化、煤层出现分岔、工作面压力增大、掉渣、片帮、煤壁外鼓、瓦斯涌出量增大或忽大忽小、打钻时夹钻、顶钻、喷孔等。3、进入该工作面的所有人员必须随身携带隔离式自救器。4、掘进工作面必须设压风自救、远距离爆破、反向风门等防护措施，反向风门必须满足防突的要求。5、在距掘进工作面25～40m范围内及爆破躲炮地点各安设一组压风自救装置，每组安设15个压风自救袋。风管要保持连续供风，供气量每人不得少于0.1m3/min。第六节：探放水安全管理措施1、该巷道开始施工前，必须进行防治水评价，并采取相应的安全技术措施，否则不准施工。根据施工进度，地测部门应及时向施工区队提供水文预测预报资料，接近异常区域时及时发出预警。2、巷道施工中有时将穿过采空区及老巷，施工接近这些区域时必须探水，必须提前编制专项探放水设计及探放水措施，并严格按措施执行。3、所有作业人员都必须熟悉透水征兆，当出现透水征兆时，必须立即采取应急措施，情况紧急时按避灾线路撤出人员，并向受威胁的地区发出警报，且及时向调度中心等相关部门报告。出水的一般征兆为：煤壁发潮、挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、顶板淋水增大、出现压力水流、雾气、底鼓、出现水叫声。129 4、巷道施工过老（旧）巷、老空时，要加强通风和有害气体的检查，老巷或老空透水时，要特别注意预防H2S气体的伤害。巷道涌水排水时，水沟应清理畅通。第七节：机电设备安全管理措施1、防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发合格证后，方准入井。2、巷道内各种电气设备必须避开淋水地点，定期保养维护，杜绝电气设备失爆现象。电气开关、信号保护、综合保护必须上架，电铃、按钮等小件必须上板，保护接地线完好，容易碰到的机械外露的传动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。3、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁，短路、过负荷、断相、远距离启动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前必须对煤电钻综合保护装置进行一次跳闸试验。4、巷道内使用的信号电缆必须阻燃、防静电，必须悬挂在动力电缆上方，且距离不小于0.2m。5、安装与拆卸设备时应注意下列事项：①设备的安装与电缆敷设应在顶和底板无淋水或积水的地方，应不得妨碍人员通行。②橡套电缆直接连接必须采用冷压、冷补工艺，煤电钻的负荷电缆，禁止使用接线盒连接，其它电缆的连接按有关规定执行。③用人力敷设电缆时，人员应在电缆外侧搬运，应将电缆顺直，在巷道拐弯处要留有较大的松弛度。④搬运电气设备时，要绑扎牢固，禁止超宽超高，要听从负责人指挥，防止碰坏设备。129 ⑤严禁带电搬移电缆和电气设备。6、掘进工作面供电系统发生故障时，必须查明原因、找出故障点、排除故障后方可送电，禁止强行送电或用强行送电方法查找故障。7、设备负荷变化时，必须及时适时调整电气设备保护装置的整定值。第八节：运输管理安全措施1、本巷施工中采用人力推车，一人一次只准推一辆矿车。2、人工推车时，推车人员要头戴矿灯，注视行车前方、思想集中，前方有人时要提前发出警号。3、过道叉、转弯时要降低速度，慢速通过，严禁放飞车。4、无论空车、重车掉道时，上道时要有专人统一指挥，用铁道或木料撬车时，不能用力过猛，要注意周围环境，防止挤伤。5、同方向推车时，前后车距应大于10m，前方停车时要及时通知后方。6、对使用的矿车要定时上井检修上油，不得带病使用。7、轨道铺设要平稳直，轨道接头要严密，夹板螺丝要上紧，以防掉道事故发生。第九节：巷道维护管理措施1、加强巷道巡回检查工作，及时除掉帮顶出现网兜浮矸进行卸压，支架变形严重的必须及时进行更换或套棚加固或扶正复位等维修。2、更换支架时，必须先对巷道实行套棚加固，然后再拆除原支架，架设新支架；支架扶正复位时，原则上不动顶，在原顶梁下打好临时支柱后，再扶正架腿。129 3、维修巷道时，必须及时问顶清除活岩，确定安全状况下再加补支架。4、维修巷道时，必须3人一组协同作业，其中两人工作，一人观察，维修期间掘进工作面必须停止作业，维修点以内的所有人员必须撤离到作业点以外。5、巷道维修量大或变形严重需要扩修巷道时，必须制定专项安全措施。6、要文明生产，巷道内无杂物、浮矸、无积水，各种材料工具要分类挂牌，摆放整齐。129 第十一章灾害应急措施与避灾路线一、矿井发生灾害事故时的应急措施1、积极抢救灾害事故发生后，处于灾区内及受波及区域的人员要沉着冷静，根据灾情和现有条件，在保证安全的前提下，采取一切尽可能的积极有效的方法和措施，及时进行现场抢救，将事故消灭在初期阶段或控制在最小范围，最大限度地减少事故造成的损失。例如：冒顶事故发生时，首先要加强支护，防止连续冒顶伤人。之后抢救被堵人员。发生电气火灾时，首先切断电源，然后扑灭明火，切断电源之前只能用不导电的介质灭火。发生瓦斯、煤尘爆炸事故时，首先要抢救遇险人员，尽快扑灭明火，防止二次爆炸伤人，然后恢复通风。火灾发生时，要尽一切可能采用直接灭火措施和控制风流等。2、及时报告事故发生后，在场人员首先要了解事故的性质、发生的时间、地点、灾情及有无人员伤亡等。尽快向所在区队和矿井调度室报告，通知灾害直接波及区域的人员，以及事故发展可能波及区域的人员。129 报告时，要将看到的现象（如火烟、飞尘、声响、冲击等）如实汇报，不能凭主观想象判断或道听途说，以免造成错觉等。3、安全撤离当事故现场不具备抢救条件，或可能危及人员安全时，应设法迅速安全地撤离灾区。撤离时要保持头脑清醒、行动沉着、决策果断，切忌惊慌失措、大喊大叫、四处乱跑。同时要采用个体防护措施，如火灾、爆炸时，撤退时要佩戴自救器或用湿毛巾掩捂口鼻，同时在身上淋水，以防有毒有害气体和高温伤害。4、妥善避灾当撤退路线被堵或现实条件无法撤离灾区时，遇险人员应尽快进行自救互救，妥善避灾，等待救援。如进入事先构筑的避难硐室或利用一切现有条件构筑临时避难硐室等。同时要不断发出呼救信号，努力维持和改善自身生存条件等。二、避灾路线1、水灾撤退路线为：202材料下山掘进工作面→甩车场→副斜井→副平硐→地面。202运煤上山、202回风上山掘进工作面→102皮带巷→101运输石门→主斜井→地面。1、煤尘与瓦斯爆炸、火灾及煤与瓦斯突出撤退路线为：202材料下山掘进工作面→甩车场→副斜井→副平硐→地面。202运煤上山、202回风上山掘进工作面→202运输上山→102皮带巷→101运输石门→主斜井→地面。129 129'