xx煤矿 830mk7开切眼掘进作业规程(正文)

XXXXX市XXXX煤矿掘进工作面作业规程掘进201005号工作面名称830K7开切眼矿长技术负责人施工负责人编制人编制日期审核批准日期规程会审会审部门及人员签字矿长技术负责人副矿长机电副矿长生产科安全科通风科机电科年月日年月日年月日年月日年月日年月日年月日年月日会审意见一、存在问题二、处理意见参加本规程贯彻、学习人员签字名单一、贯彻人员年月日二、学习规程的管理人员年月日三、参加学习的班组长年月日五、参加学习的作业人员年月日六、后补学习培训及操作人员年月日837K7开切眼掘进作业规程学习考试情况表贯彻人学习（考试）时间年月日姓名考核情况姓名考核情况姓名考核情况考核情况合格填“”，不合格填“”。目录第一章概况1第二章地面位置及地质说明书1第一节地面相对位置及邻区采掘情况1第二节煤（岩）层赋存特征2第三节地质构造3第四节水文地质3第三章巷道布置及支护说明3第一节巷道布置3第二节矿压观测4第三节支护设计4第四章施工工艺5第一节施工方法5第二节凿岩方式5第三节爆破作业6第四节装载与运输8第五节缆线悬挂及轨道9第五章生产系统9第一节通风9第二节压风12第三节综合防尘12第四节防灭火措施。13第五节安全监测监控系统13第六节供电系统15第七节排水16第八节运输16第九节照明、通信和信号17第六章劳动组织与主要经济技术指标17第一节劳动组织17第二节作业循环17第三节主要经济技术指标18第七章安全技术措施18第一节一通三防18第二节顶板管理20第三节爆破20第四节防治水22第五节机电22第六节运输23第七节贯通措施23第八节其它24第八章灾害应急措施及避灾路线24第九章830K7煤巷掘进工作面防突专项设计26第一节成立830M水平K7煤层防突措施实施技术小组26第二节830MK7煤巷掘进工作面防突专项设计26第一章概况一、巷道名称830K7开切眼。二、巷道位置及掘进用途巷道位于XX煤矿井田南翼830M901二个水平之间的K7采煤层内；巷道掘成后可形成830K7采掘工程独立通风系统，为布置K7煤层的开采创造条件。三、巷道设计长度、掘进方向830K7开切眼长度175M左右，沿K7煤层倾向朝上掘进，并将与901MK7回风巷贯通。四、预计开竣工时间该工程估计于2010年11月下旬初开工，竣工时间约在2011年11月底。第二章地面位置及地质说明书第一节地面相对位置及邻区采掘情况矿区位于川主煤矿区太阳坪石河矿区的杨河蚂蝗杠井田内。地面标高950M1350M之间，此区域内没有水体和地面筑物。巷道井下标高8415M，巷道沿K7煤层倾向掘进。巷道全范围内无采空区，无水火不利灾害影响。根椐830南翼K6、K7煤层采掘情况分析,遇裂隙会有裂隙水,但对采掘无多大的影响；瓦斯涌出量很小，但矿井属煤与瓦斯突出矿井，此工作面应采取相应的综合防突措施进行管理。井上、下对照关系表水平名称830M水平采区名称下山工程一采区井下标高8415M911M地面标高1228M1326M地面相对位置建筑物、小井及其他地面为山体。地面位置位于大合夹与叶店子以南，大熊店以北。此处为山坡地带，无对掘进有影响的工业建筑物、农舍。井下相对位置对掘进的影响该巷位于山坡地带下320M485M的埋深处，无采空区及老巷对掘进产生相关影响。邻区情况及对掘进的影响本巷道南边为将布置开采的K7煤层，北侧为830K7采空区，下侧为830K7运输巷、上侧为901K7回风巷，底板以下法线距离10米左右为K6采区。第二节煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构1、地质柱状图（赋存年代属三迭系上统须家河组下亚组）（图1）2、地质构造及巷道围岩特征工程巷道位于三迭系上统须家河组下亚组，巷道主要沿K7煤层倾向施工，岩层主要为砂岩、泥岩为主，夹泥砂岩。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数2008、2010年本矿井瓦斯鉴定等级低瓦斯矿井。根据我矿对该煤层瓦斯测定，该煤层相对瓦斯涌出量215M3/T，煤层绝对瓦斯涌出量0448M3/MIN，相对CO2涌出量06M3/T，绝对CO2涌出量013M3/MIN。CH4、CO2为主要有害气体。本掘进巷在全岩巷，瓦斯涌出量极少。CO、SO2、NO2、NO、H2S等有害气体极其稀少。此工程巷为全岩巷，不会引起煤层发火和煤尘爆炸。8M棕黄色中粒砂岩灰黑色砂岩灰黑色泥岩K7煤层泥质砂岩、泥岩灰白色粉砂岩、泥岩炭质页岩6煤层泥岩、灰白色粉砂岩泥质砂岩、泥岩、炭质页岩泥砂岩、砂岩120536M12058M炭质页岩砂质泥岩泥岩、页岩、炭质页岩0549泥砂岩、砂岩6M5煤层023煤岩层厚度煤岩性描述柱状图第三节地质构造830南翼采区内时有沿走向的小断裂和沿倾斜的断裂小褶皱，构造多为重叠褶皱。采区范围内未发现大的断裂、褶皱构造。总之，构造属简单类型。第四节水文地质矿区内主要岩性由粉砂岩、砂质粘土岩、粘土岩、夹煤及炭质粘土岩多层组成。粉砂岩、细砂岩是主要的含水和透水岩石，炭质粘土岩和煤层相对是隔水层，透水性较差，地下水的补给主要是大气降水，水文地质条件简单。工作面来压后，顶板脱层下裂隙增大，顶板渗透淋水，给采掘安全管理带来一定困难，但不影响正常采掘生产影。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置巷道布置及相邻位置关系示意图（图2）901K6回风巷83K7开切眼布置及相邻关系图密闭调节风窗图例采面推进方向至901总回回风平硐830K6运输巷7运输巷7回风巷K6通风印子至830水平运输大巷石门石门830K采面采空区K7开切眼碛头保安煤柱本巷沿K7煤层倾向布置，水平标高841911M，巷道断面为矩形，净宽2000MM，高10001400MM（采高），工程量175左右M，巷道走向方位角2350，开口位于830KK7运输巷内。开切眼内每隔40米在右侧设置一个躲身硐，便于躲身和放材料设备等。躲身硐深1米、宽2米、高度以采高为准。第二节矿压观测未开展此项工作。第三节支护设计一、巷道断面开切眼岩层硬度系数F26，顶板为粗砂岩围岩中等稳定。根据岩层情况，该巷道拟采用木材支护，断面的形状选用矩形。工程特征表断面工程量掘进体积支架形式备注松散项目类别长度M倾角形状掘进断面净断面M3/MM3圆木材质大小柱距煤巷风巷175230矩形26422341718戴帽点柱012M08M通风行人道排距1M，溜道排距08M二、支护方式1、开切眼内采用木支柱戴帽点柱进行支护。共三排支护左侧作为通风、人行通道，排距10米（01）、右侧排距为08米（01）,作为安设搪瓷溜槽溜煤眼，柱距均为08米。见开切眼支护、断面示意图2、躲身硐打三排带帽点柱，排柱距08米。3、顶子必须成排成行，打紧打牢，支柱迎山角为2030。木支柱012米,挑方（柱帽）长宽厚04米010米005米；4、遇顶板破碎带时，必须打设密集支柱或一梁两柱进行支护,可再加竹笆子背顶，柱距为0406M，排距不变。（图3）第四章施工工艺第一节施工方法巷道开口施工方法1、施工前生技科必须按原指定施工的位置确定方向及位置，施工队严格按标定施工线路施工。2、开工前严格检查开口处的安全状况，保证20米范围内巷道支护完整,保护好已安设的管路和线路。3、开工前提前按设计安设好局部通风机、接好风筒，安装好监测监控系统，准备好各种支护材料和检修好各类机具。第二节凿岩方式本工程施工采用打眼爆破法掘进。1、打眼机具采用2台ZM18煤电钻打眼爆破。装备情况表设备名称型号规格单位数量备注局部通风机FBDYY255台2一台工作,一台备用溜道通风道煤层底板行人道830K7开切眼断面及支护布置示意图支柱挑方夹矸顶板风筒（120）KW煤电钻ZM18台2掘进碛头一用一备煤电钻综保BZZ4台1在已施工成巷的进风侧内厢刀把2手镐把22、装煤、运输施工中采用人工装煤、1T矿车运输，人力推车机车运输。3、降尘方法水炮泥装药、装煤洒水、爆破后开放水幕。第三节爆破作业一、掏槽方式为楔形掏槽法。1、炸药、雷管使用煤矿许用3炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管或瞬发电雷管，电雷管必须编号。2、装药结构正向装药结构。3、起爆方式起爆使用专用发爆器分组起爆，联线方式为串联联线。4、巷道采用钻爆法向前掘进，根据围岩硬度周边眼距定为500650MM，抵抗距为650MM。周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0708为宜，而在软岩中取0608为宜。二、正向装药结构如下图（图4）三、装药及引药制作示意图（图5）1药卷2扎孔棒34雷管脚线炮眼布置图（图6）四、爆破说明表炮眼角度）炮眼名称个数垂直水平单孔深M眼号单孔装药量KG合计雷管段数起爆顺序封泥长度（M）掏槽眼408021407530105帮眼4085175804516205合计846备注采用分段起爆，掏槽眼与帮眼各作为一组分别起爆；且各组炮眼均采用串联；周边眼采用单段空气柱装药结构，即在正常装药的情况下，在周边眼的眼口再装填03米的炮泥。水炮泥使用方法（一）、水炮泥的作用水炮泥就是一种用塑料薄膜圆筒充水的充填材料。1、降温作用炸药爆炸后水炮的水在爆炸气体的冲击作用下形成一层水幕，起到降低爆温，缩短爆炸火焰延续时间的作用，从而减少了引爆瓦斯、煤尘的可能性。2、降尘作用水炮泥破裂后，形成的水幕起降尘作用，煤尘浓度可降低50，岩尘可降低35。3、吸收炮烟中有毒气体作用，二氧化氮可降低45。（二）、使用水炮泥的装药结构1、严格按照作业规程布置炮眼，每个炮眼装一个水炮泥，严禁炮眼内只装水炮泥而不装粘土炮泥。2、采取“夹泥式”装填水炮泥，即装药时先装药卷，接着装一段长810厘米的粘土炮泥与药卷接触，再装水炮泥，最后填一段长度不少于02米的粘土炮泥。预期爆破效果表指标名称单位参数指标名称单位参数炮眼利用率90炮眼密度个/M2303循环进度M153每日循环数次12循环实体煤炭M34日进度M1836循环松散煤炭M368日用矿车数个85循环炸药消耗K46单位岩体炸药消耗K/M3115循环雷管消耗发8单位岩体雷管消耗发/M32掘进断面M2264第四节装载与运输一、装载人工装煤（岩）装煤（岩）时,煤和矸要分装,并要保证工程煤质量,装车高度不能超过矿车边沿,大块矸要打烂。二、运输施工中采用1T矿车运输，人力推车至830K6运输巷由机车运出井。第五节缆线悬挂及轨道一、缆线悬挂风、水、风筒、电缆的悬挂位置、高度，按支护图上的要求。1、管线悬挂在掘进施工中所敷设的电缆、风筒、放炮线等均应按规定的位置吊挂牢固整齐。A、人行通道右侧悬挂1）动力电缆放在底板上偏左侧，每3M一处固定在木支柱上。2）信号电缆悬挂于动力电缆上侧03M以上的位置，在木支柱上每3M进行一处固定。3）风筒悬挂在动力电缆另一侧（右侧），悬挂在木支柱接近顶板处，做到与开切眼掘进方向平行、挂直和缝环必挂。B、人行通道左侧悬挂放炮母线两股分开（间距03M）悬挂于行通道左侧支柱上，距底板08M以上的位置。第五章生产系统第一节通风一、掘进工作面风量计算本作业规程采用局部通风机压入式通风方案。1、按CH4、CO2涌出量计算瓦斯矿井掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数K18；QCH40448M3/MIN，QCO2013M3/MIN。Q压100QCH4K掘100044818806M3/MINQ压100QCO2K掘100013226M3/MIN2、按人数计算Q41560M3/MIN；3、按一次起爆最多炸药量计算Q压25A25375M3/MIN；（1）回风流安全长度L稀180AS1803223242M（2）风筒出口到工作面的距离L压L射4S4223597M（一般取3米）；4、按照回风巷道风速验算所需风量（1）最低风速Q低SV22302560335M3/MIN；（2）最高风速Q高SV2234605352M3/MIN；Q低Q压Q高符合要求。所以，工作面所需风量应为810M3/MIN。二、通风设备的选择、安装地点和要求1、通风设备选择根据工作面所需风量进行验证后，对工作面所需通风设备进行选择根据我矿的风筒配置情况，该工作面选用500MM风筒和400MM风筒。在大巷中使用500MM风筒，在开切眼内则使用400MM风筒。2、风机的选择通过查表可知FBDYY255通风机有效风量在240160M3/MIN，风压为3203100PA，故选用FBDYY255局扇完全满足通风要求；3、局部通风机处供风风量的确定Q2009S2009356233M3/MIN选定碛头压入风量为81M3/MIN，局扇风机吸入处的供风不小于233M3/MIN。4、局扇安装位置的确定局部通风机安装830MK6运输巷内距碛头回风大于10米的进风流中。5、局部通风机安装要求1）、局部通风机必须吊挂在顶板上或放在托架上，距离底板不小于300MM。2）、风机开关必须上架，风筒距离碛头不大于3M，保证工作面足够新鲜风流。3）、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专”、“两闭锁”。4）、掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。5）、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。6）、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。7）、风筒接头严密且反压边，吊挂平直，逢环必挂,风筒拐弯处设弯头或缓慢拐弯，转弯角度大于75度时必须设有弯风筒过渡，严禁拐死弯，异径风筒要设由大到小的过度节。8）、风筒接口严密不漏风。所有悬挂的风筒除碛头最前端三条外，不得有破口漏风，风筒接头严禁反接。9）、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头（风筒异型三通）的规格500500500L3000（见示意图），安设标准工作风机和备用风机并联，分别套上交叉风筒并排的一头，只剩另一端的单接头逐根接上风筒朝碛头供风。10）、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。图7工作风机和备用风机交叉风筒规格及安装示意图挂环备用风机5005005003000300010000工作风机三、通风系统进风830M水平运输大巷830K6运输平巷局扇、风筒830K7运输巷830K7开切眼掘进工作面。回风K7开切眼掘进工作面830K7运输巷830MK6运输巷830MK6采面（通风印子）901MK6回风巷901总回平硐主扇风机排出地面。图8通风、防尘系统示意图回风830K7碛开切眼碛头通风、防尘系统示意图进风水棚水幕喷雾洒水装置图例防尘管路调节风窗风筒局部通风机91K6回风巷至901总回回风平硐830K6运输巷830K7运输巷901K7回风巷K6通风印子至830水平运输大巷石门石门830K6采面采空区K7开切眼碛头保安煤柱第二节压风压风风源来自地面压风站，管路为D50MM钢管，系统输出压力为075MPA，工作面风压最小值为04MPA。地面压风站（D100钢管830M主平硐（D50钢管）830水平运输大巷（D50钢管）830K6平巷（D40焊管）830K7运输巷（D40钢管）掘进工作面（D20钢管）。第三节综合防尘防尘供水系统1、地面水池（D65钢管）830M主平硐（D65钢管）830水平运输大巷（D65钢管）830K6平巷（D50焊管）830K7运输巷D40钢管、D20软管）K7开切眼工作面装载点洒水防尘装置。2、防尘方式该碛头所需防尘水来自地面防尘水池，经防尘水管送水到该掘进工作面，作为防尘和消防用水。回风侧设一喷雾点净化风流水幕。施工过程中采用水炮泥装药放炮，工作面作业人员自觉佩戴防尘口罩、装煤洒水，冲刷巷道、净化风流等综合防尘措施。图9压风、消防系统示意图回风830K7碛开切眼碛头通风、防尘系统示意图进风水棚水幕喷雾洒水装置图例防尘管路调节风窗风筒局部通风机91K6回风巷至901总回回风平硐830K6运输巷830K7运输巷901K7回风巷K6通风印子至830水平运输大巷石门石门830K6采面采空区K7开切眼碛头保安煤柱第四节防灭火措施。防火水源采用防尘水源、管路路线和管路尺寸与防尘水管相同。1、定期冲洗和清扫巷道煤尘。2、井下使用的易燃物（棉纱、润滑油、布头、纸等包括已用过的）必须存放在盖严的铁桶内，定期专人送至地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内、硐室内或泼在巷道内。3、严禁明火作业和电器失爆。4、用防尘水管作为消防水管。5、井下灭火严格按煤矿安全规程第二百四十四条的规定执行。第五节安全监测监控系统监测仪表设备及其布置和使用1、甲烷传感器配置（详见安全监控系统示意图）图10安全监测监控系统图830K7开切眼碛头监控系统示意图图例830K6运输巷至901总回回风平硐T2T1回风进风T1石门K7开切眼传感器通讯线830K7运输巷FKTT2工作面风流瓦斯传感器工作面回风流瓦斯传感器风筒传感器风机开停传感器FTK风筒局部通风机5M203M105M、采用KJ90监控系统，中心站设在井口调度室旁，在830K6运输风巷安设一台1KFD3中分站；、掘进工作面安设一台甲烷传感器（T1），必须安设在距碛头不大于5M的巷道内风筒2的另一侧，其报警浓度为10CH4，断电浓度为15CH4，复电浓度为小于10CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。、掘进工作面回风侧甲烷传感器（T2）安装距回风口1015M范围内，其报警浓度为310CH4，断电浓度为10CH4，复电浓度为小于10CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。、甲烷传感器应安设在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不大于300MM，距巷帮不得小于200MM。、掘进碛头的局扇的线路上安设一台风机开停传感器，监视局扇的开停状况；距碛头2030M的风筒上安设风筒传感器，监视风筒内通过风量的情况，风筒传感器应掩蔽在风筒与支架之间，防止炮击。2、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。第六节供电系统一、供电系统（祥见供电系统图）1、本工作面之电源来自830K6运输巷配电点，电源电压为660V。配电点电源来自地面变电所,为双电源。配电点设真空馈电开关一台（BKD9400），矿用电煤钻综合保护装置一台（BZZ40/066）和综保启动开关一台QBZ60。工作面局扇自动切换启动开关一台QJZ2120SF。本工作面供电负荷有采用55KW2局扇供风，一台工作，一台备用；采用15KW煤电钻打眼。碛头供电系统图（图11）综保启动开关QBZ60830K6运输巷配电点开关BD940工作面局扇启动开关QJZ210SF地面配电点备用电总开关BKD940煤电钻综保备用局扇5KW2工作局扇I4AI4AIZAIZ120A来自地面配电所MY3701350MMY3251650MMY3610MMY36130M830K7开切眼碛头供电系统示意图地面配电点总开关BKD94IZ40A2、工作面设备装机总容量（25515125KW）。二、电器整定整定计算QEZII36A则IZ40A第七节排水根据地质相关资料，此工作面所过岩层为弱含水层，但裂隙发育，掘进过程中可能有局部少量淋水，矿井水通过巷道水沟自流出矿井。第八节运输1、运煤矸本掘进工作面830K7运输巷石门830K6运输巷830水平运输大巷830总进风平硐地面。图12运输系统图煤、矸运输路线空车、物料运输路线人力推车运输特防型电瓶机车830K7开切眼碛头运输系统示意图图例91K6回风巷至901总回回风平硐830K6运输巷7运输巷07回风巷K6通风印子至830水平运输大巷石门石门830K6采面采空区K7开切眼碛头保安煤柱2、运料（空车）地面830总进风平硐830水平运输大巷830K6运输巷石门830K7运输巷本掘进工作面。第九节照明、通信和信号一、照明作业过程中,用矿灯作为照明。二、通讯本工作面的电话安设于开切眼下部830K7运输巷内，并能直接和地面调度室等要害部门及场所直接联接。第六章劳动组织与主要经济技术指标第一节劳动组织该巷道掘进采用“三八”制（一天三个班，每班8H）组织生产，计划每循环153M，打眼、放炮、支护为一个班并装煤和运输，按顺序进行作业，每日12个循环。劳动组织表见下表。劳动力组织表工作面班次工种早中夜合计打眼、放炮、支护包括班长装运车输推车工、溜煤工12121236安检员（兼通风工）1113合计该人数为工作面每日的出勤人数，不包括休假人数13131339备注第二节作业循环为保证正规作为循环的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。正规作业循环作业图表如下作业循环作业图表第三节主要经济技术指标主要技术经济指标见下表。技术经济指标表序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1掘进断面M22648施工时间天102净断面M22239工作面人数人133每循环炮眼个数个810人均工效M/天0474工程量M17511炸药消耗量KG/M35循环进度M15312工程炸药消耗KG5256日循环次数次1213雷管消耗发/M5237日进度M183614工程雷管消耗发916第七章安全技术措施第一节一通三防一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须制定专人负责管理，保证正常运行。其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直无脱节、无破口，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于3M，以保证工作面有足够的风量。漏风率不得超过3。3、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不准停风。局部通风机因故不开时，必须把人员撤至进风巷内，并在巷道口一定位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，工作面禁止爆破。4、临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，打好栅栏并揭示警标，禁止人员入内，并报调度室。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撒出人员、切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10M以内风流中的瓦斯浓度都不超过05时，方可由当班瓦检员开启局部通风机。局部通风机必使用风电闭锁，保证停风断电功能的实现。二、瓦斯管理1、严格执行瓦斯管理及检查制度，实行瓦检员跟班作业制，每班瓦斯检查不少于3次，二氧化碳不少于2次，放炮作业班次严格执行“一炮三检”和“一检三点”，每次检查结果记入手册和现场瓦斯管理牌板，安全员与瓦检员互相监督检查情况，并且在对方的记录本上签字，杜绝空班漏检、不检、假检；另外发现瓦斯异常必须及时汇报。2、瓦斯异常涌出征兆工作面瓦斯忽高忽低、温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区瓦斯异常涌出；煤壁发出“咝咝”声；顶板来压；人感到发昏等。遇上述情况，必须及时加强通风，停止工作进行处理，等瓦斯浓度降到1以下并稳定时在行作业。若情况危急，及时撤离危险区报告调度室。5、瓦斯浓度超过1和CO2浓度超过15时，按煤矿安全规程第一百三十六条、第一百三十八条、第一百三十九条的规定执行。6、防治煤与瓦斯突出管理，另行制定“防突专项设计”。第九章防突专项设计三、综合防尘1、采取综合防尘措施，采取放炮时使用水炮泥，放炮喷雾、装煤洒水、净化风流、佩带防尘口罩。2、每十天清刷一次及巷道内的粉尘。机电部门在铺设工作面的防尘水管时，每隔100M安设三通，用作冲刷巷道用。3、工作面的防尘水幕及供水管路由机电队负责维护和管理，在回风流中安设一道防尘水幕，确保雾化效果好和正常使用，掘进队必须按要求使用。四、防火管理1、井下使用的易燃物（棉纱、润滑油、布头、纸等包括已用过的）必须存放在盖严的恶铁桶内，定期专人送至地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内、硐室内或泼在巷道上。2、严禁明火作业和电器失爆。3、用防尘静压水管作为消防水管。4、井下灭火严格按煤矿安全规程第二百四十四条的规定执行。电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、沙子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用矸石或水灭火。要控制风流，防止火势蔓延。5、严禁使用变质炸药，以防拒爆燃烧第二节顶板管理1、巷道必须按设计要求施工，开工前（特别是打眼前、放炮后、支护前）。必须执行安全检查制度和“敲帮问顶“制度，用长15米以上的长柄工具在安全地点将顶帮的活矸、聋煤、马棚、片帮、伞檐等一切不安全隐患处理掉，确保安全后方可开工。2、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10M内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。3、每次放完炮后，工作面工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工、瓦检员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在临时支护下进行敲帮问顶工作。4、在顶板破碎时，要适当缩小棚厢距，或者架设密厢。5、工作面出现以下来压征兆时，必须停止共作，撤出人员，报告调度室。（1）顶板破碎，支护变形速度骤增时。（2）顶板离层严重，折柱严重时。（3）有“闷跑”声，巷道掉渣片帮严重时。第三节爆破1、采用3煤矿安全许用炸药、毫秒延期电雷管引爆总延期时间不得超过130MS、煤矿专用放炮器起爆破岩方式，采用正向装药。2、井下爆破员工作必须由专职爆破员担任，持证上岗，严格执行“一炮三检”、“一检三点”、“三人连锁放炮制”和“敲帮问顶”制度；经培训的班组长只能协助专职爆破员装药、放警戒，专职爆破员负责做引药、检查线路、起爆等工作；其它任何人员不许担任和进行专职爆破员的工作。3、爆破员必须把炸药、雷管分别存放在专用爆炸器材箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆炸器材箱必须存放在顶板完好、支架完整且避开机械、电气设备的地点。爆破时，必须将爆炸器材箱放到警戒线以外的安全地点。4、抽取雷管、装配引药时，按照煤矿安全规程第三百二十五条、第三百二十六条规定执行。5、装药前首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，装药时只能用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，严禁用钢钎代替炮棍。6、炮眼封泥应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼，无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。封泥的长度按爆破说明书严格执行。7、装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药爆破。A、工作面空顶距离不符合规定，支架有损坏或伞檐超过规定。B、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1。C、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；D、掘进工作面风量不足。E、有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗、有水叫、雾气）。F、在爆破地点附近20M以内有未清除的煤矸，或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。7、放炮前班长必须亲自布置专人在所有通往爆破地点的所有通路上担任警戒工作（由班长负责），警戒人员必须在安全地点警戒，在警戒过程中不得做其它事，警戒处设置警戒牌、警戒杆或拉绳。8、放炮距离采用远距离放炮，距爆破点不小于300米的新鲜风流中放炮。9、放炮器由瓦检员随身携带，放炮时，瓦检员检查瓦斯浓度不超过规程的规定，瓦检员方可把放炮器交给爆破员；不放炮时放炮器钥匙由爆破员随身携带，严禁放连珠炮，严禁在井下试放炮器。10、放炮人员必须熟悉爆炸材料性能和本规程有关规定，每次放炮后，爆破员必须及时在记录本上填写本次放炮炸药雷管使用情况及剩余情况；11、爆破员必须最后离开工作面并在安全警戒线以外的安全地点起爆。12、井下爆破必须使用发爆器。13、爆破母线和连接按照煤矿安全规程第三百三十四条规定执行。14、发爆器的把手、钥匙必须由爆破员随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时不得将把手和鈅匙插入发爆器。爆破前后爆破母线必须扭结成短路。15、爆破前脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行，爆破母线连接脚线、检查线路及通电工作只能由爆破工一人操作。每次爆破前，爆破工必须做电爆网路的全电阻检查，严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。爆破前，班长认真清点人数确认无后方能下达放炮命令，爆破员在接到放炮命令后大喊三声至少再等5秒，方可放炮；16、爆破后，待工作面炮烟散尽，30分钟后,爆破员、瓦检员和班长必须首先巡视爆破地点进行全面检查，如有危险情况，必须立即处理。17、通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙并将爆破母线从电源上摘下扭结成短路再等15分钟后才能沿线路检查找出拒爆的原因。18、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，爆破员必须同下一班爆破员在现场交接清楚。处理瞎炮时，必须遵守下列规定A、由于联线不良、爆破母线中断造成的盲炮，可以重新联线放炮；B、在距瞎炮至少03米处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮；C、严禁用镐或压风从炮眼中掏出放置的引药或从引药中拉出电雷管，严禁将残眼（无论有无残余炸药）继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药；D、处理瞎炮的炮眼爆炸后，爆破员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；E、在处理瞎炮完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作；19、爆破员严格执行火工产品领退制度，剩余火工产品必须交回库房。20、严禁放明炮、糊炮。21、其余按照煤矿安全规程、爆破安全规程和民用爆炸物品安全管理条例的规定及地方相关法规执行。第四节防治水1、掘进工作面的出水征兆挂红、出汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑有臭味等异状时，必须停止工作，采取措施报告调度室；如遇情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员2、。掘进时，必须坚持“有疑必探、先探后掘”、“长探短掘”的原则。第五节机电1、井下供电做到“三无”无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头、“四有”（有过流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置）、“两齐”（电缆悬挂齐、设备硐室清洁整齐）、“三全”（保护装置全、绝缘用具全、图纸资料全）、“三坚持”（坚持使用检漏继电器、坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电闭锁）。2、井下设备严禁带电检修和搬运（包括电缆、电线）。3、机电设备检修一律进行断电、验电、放电操作，把开关手把打到零位并闭锁，挂上“有人工作、不准送电”牌，且有专人看管。执行谁停电谁送电，不得电话联系停、送电制度。4、所有开关必须上架。5、井下电器设备保护接地严格执行煤矿安全规程中有关规定安装设好保护接地。6、机电检修必须有记录。7、各台机电设备必须挂牌，实行包机制，设专人负责，入井前必须检验贴有“入井合格证”。8、井下任何人员严禁在井下私自拆卸矿灯。第六节运输1、工作面刨煤装矸，必须分装运，并认真检查顶帮的围岩活矸，作业人员还必须注意在作业过程中的相互伤害。2、人工推车（1）一人一次只准推一辆车，严禁在矿车的两侧推车。同向推车时前后相距在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10米，坡度大于5、小于7时，两车相距不得小于30米,度大于7时，不得人力推车。（2）推车时必须注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、联络巷与集中巷的巷道口、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。（3）严禁放飞车。第七节贯通措施由于830K7开切眼掘进到长175米左右时将与901K7回风巷贯通，为保证该开切眼安全贯通，本巷掘进到150米时，必须执行以下贯通措施1、通风安全科必须停止901K7回风平巷内的其他作业，并按要求对901K7回风平巷盲巷内进行局部通风，排除瓦斯。2、对901K7回风巷将贯通的该段巷道进行正常局部通风，应一直持续到该巷贯通为止。3、每班必须作好贯通准备工作每班作业前由当班值班安检员进入901K7回风平巷盲巷内进行一次检查，确认通风畅通，瓦斯浓度在05以下、顶板支护完好，才能准许工人进入K7开切眼进行掘进作业。4、每次爆破前，必须有专人警戒。在830K7进风巷内和901K7回风平巷内距贯点大于100M处布置警戒，严禁其他人员入内。由班长亲自布岗、撤岗，在布岗期间，警戒人员严禁任何人员进入警戒区。5、通风安全科做好风量调节的准备工作，贯通后立即调节好矿井风量。第八节其它一、采取分次放炮的安全措施工作面可以一次性布置所有的炮眼，但一组装药必须一次性起爆，严禁一次性装完工作面所有炮眼，然后分次起爆；工作面必须采取正向装药，且炮泥的封泥长度必须符合本作业规程的规定；每放完一排炮必须待碛头的炮烟散尽，且等待至少不少于30分钟才能进入碛头检查，且严格执行敲帮问顶制度。二、施工中如遇在地质构造带危及人身安全、本班及本队不能处理时，应及时撤出人员停止作业，报矿调度室和生产部门，制定相应的措施才能作业。三、生产部门要加强施工巷道及构造带、岩层走向变化的预测预报工作，及时指导掘进施工。四、行走路线上下班途中要走行人侧，不得在道心中行走。五、每次放炮前，必须将靠工作面的最近的瓦斯传感器撤至离碛头至少40M以外的安全地点，放完炮后立即悬挂至规定地点。第八章灾害应急措施及避灾路线一、应急处理措施1、爆炸事故（1）一旦井下发生局部瓦斯或煤尘爆炸事故，人员不准乱跑，由管理人员或班组长识别真情，把人员带到巷口，在通过爆炸尘烟时，戴好自救器，用电话与调度室联系，等待命令。（2）一旦人员无法撤出，所有人员要背向爆轰波传播方向，向下爬在水沟内，迅速戴好自救器；待爆轰波过后，尽快撤离灾区，到安全地点等待救援。2、火灾事故（1）遇火灾时，应视火灾性质、灾区通风情况，立即采取一切可能的方法直接灭火。（2）电气设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前只准用不导电的灭火器材进行灭火。（3）灭火过程必须由班长统一指挥，在通风、安全人员监督、监护下进行，并制定专职瓦检员检查有害气体和风向、风量变化，采取防止人员中毒措施，同时立即报告调度室。（4）如果控制不住火势，所有人员带上自救器，向进风方向撤离。（5）灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦检员指挥。3、顶板事故（1）经常检查巷内顶帮及支护情况，发现问题及时处理，不能处理的，必须将人员撤至安全地点，报告调度室。不安全地点严禁进入。（2）巷内一旦垮顶出路被堵，未堵人员要及时向调度室汇报，包括垮顶范围、被堵人数、位置，并积极进行抢救。（3）在进行抢救时，要安排有经验的老工人监视顶板变化情况，避免抢救人员受伤；抢救时，由外向里进行，抢救时必须支设可靠的临时支护。抢救时必须做好通风瓦斯监测，4、水害事故（1）当发现工作面有突水预兆时，必须发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。（2）最先发现透水的现场工作人员，一方面应报告矿调度室，另一方面应迅速组织抢救。堵住出水点，防止事故继续扩大；水势猛来不及进行加固时，人员应尽快向高处撤退，安全出井。（3）若井下突然突水，破坏了巷道中的照明和避灾路线上的的指示牌，人员一旦迷失方向，必须顺着回风流方向撤退，切勿进入下山巷道。二、避灾路线在灾害面前，大家应沉着冷静，互相帮助，听从指挥，按以下路线撤离1、瓦斯、火灾、爆炸事故、顶板事故碛头830K7运输巷石门830MK6运输巷830水平运输大巷平830总进风平硐地面2、水害碛头830K7运输巷830K6运输巷830K6通风印子901K6回风巷901总回风平硐地面图13避灾系统示意图830K7开切眼碛头避灾路线示意图水灾避灾路线火、瓦灾避灾路线瓦水火图例水水瓦火瓦火瓦火瓦火瓦火水水91K6回风巷至901总回回风平硐830K6运输巷830K7运输巷901K7回风巷K6通风印子至830水平运输大巷石门石门830K6采面采空区K7开切眼碛头保安煤柱瓦火水水水第九章830K7煤巷掘进工作面防突专项设计因矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，故必须对K7煤巷掘工作面采取综合防突措施在掘进过程中采用工作面预测方法进行突出危险性预测，并在采取相应安全防护措施后进行掘进作业。现根据相关规定和我矿实际，制定K7煤巷掘进工作面防突专项设计如下第一节成立830M水平K7煤层防突措施实施技术小组组长丁远喜组员魏兴华、何成刚小组职责负责采面防突区域验证、预测预报、措施实施、效果检验、防突日常管理等工作。第二节830MK7煤巷掘进工作面防突专项设计一、区域预测一）、预测方法煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析法。二）、判定指标（见表91，摘自防治煤与瓦斯突出规定）表91区域预测煤层突出危险性单项临界指标值煤层突出危险性煤的破坏类型瓦斯含量坚固性系数（F）煤层瓦斯压力P（MPA）突出危险，8M3/T05074无突出危险除上述情况以外的其他情况三）、判断依据1、我矿从建矿至今，在830水平开采K7煤层的过程中未发生过一次防治煤与瓦斯突出规定所述的动力现象。2、煤层突出危险性鉴定结论2010年1月，中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对我矿K7煤层的煤与瓦斯突出危险性进行了鉴定工作，2010年3月30日得出鉴定结论K7煤层的破坏类型为；坚固性系数为07405；瓦斯放散初速度指标为12043MMHG10MMHG；瓦斯压力038MPA074MPA。认为K7煤层在标高760920范围之内无突出危险性。3、区域预测结论综上所述，K7煤层在标高760M以上区域预测为无突出危险区，可不采取区域防突措施。二、830M煤巷掘进工作面突出危险性预测1、预测方法复合指标法。使用钻孔瓦斯初速度测定仪及配套胶囊封孔器（ZLD2及JN2）测定钻孔瓦斯涌出初速度，弹簧秤测定钻屑量。2、判定指标表92复合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量S钻孔瓦斯涌出初速度Q（L/MIN）（KG/M）（L/M）56543、预测钻孔的布置和施工图14、（表93）在掘进工作面迎头的软分层（厚分层）中布置3个42MM，深10米的钻孔，其中一个位于巷道断面的中部，并平行于掘进方向，另二个分别位于巷道两帮，离与两帮距离分别为05M，帮孔终孔位置控制到巷道两侧轮廓线外3M。采用MSK15型煤电钻，42MM标准钻头、钻杆，依次施工预测钻孔。表93预测钻孔布置参数表钻孔编号与中线水平夹角（。）倾角（。）钻孔深度M备注10001021901730”01131901730”011图14煤巷掘进工作面预测孔布置图4、测试方法预测钻孔在煤层中每钻进1M用弹簧秤测定该1M段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2MIN内用ZLD2及JN2仪测定钻孔瓦斯涌出初速度Q，测Q时测量室长度为1M。5、突出危险性的判定测试工作完成后，对照（表92）“临界值”，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。如果预测为无突出危险采取安全防护措施，并留足不少于2M的预测超前距的情况下组织掘进作业；如果预测有突出危险则必须采取局部防突措施。42M软分层05133M碛头10M8碛头10M8超前距软分层1、2、32132M设计依据防突规定第七十六条采用复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应当向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径4、孔深10的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。钻孔应当尽量布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔开孔口靠近巷道两帮05M处，终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外3M处。996、预报预测结束，防突技术组必须按要求填写“预测原始记录数据表”和“工作面突出危险性预测预报单”，并报矿长、技术负责人审核、签字。三、K7煤巷掘进工作面防突措施1、防突措施的选择采用超前排放钻孔排放瓦斯的防突措施。2、超前排放钻孔的布置和施工（图15）按照防治煤与瓦斯突出规定第八十九条规定，当煤巷掘进工作面采用超前排放钻孔作为煤巷掘进工作面局部防突措施时，巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围近水平、缓倾斜煤层5M，倾斜、急倾斜煤层上帮7M、下帮3M。排放钻孔控制范围掘进工作面前进方向巷道两侧轮廓线外各8米，前方12米。排放孔总数9个。在掘进工作面迎头，用MSK15型煤电钻先用42MM钻头施工小孔，再用65MM钻头扩孔。图15煤巷掘进工作面超前排放钻孔布置图3、实施防突措施的现场管理1）测试前，必须首先检查仪表、封孔器材的完好状况，发现问题必须立即处理或更换。2）措施孔必须先确定方位、倾角，然后施工，施工完毕，必须重新校核方位、倾角，123457689543178926M8M8M2M剖面图06M上排孔2M钻孔挂孔布置图平面图2将其实测数据填入记录手册。3）施工过程中，必须注意观察喷孔、卡钻、响煤炮等异常现象，并作好详细记录。4）防突措施必须按规定施工，当条件发生变化（地质构造变化、煤层赋存变化等），应根据实际情况作相应的调整。5）测定数据时，测试人员必须严格按操作规范进行操作，保证质量和精度。四、K7煤巷掘进工作面防突措施效果检验1、检验方法、临界值指标、检验孔布置和测试方法均与预测预报相同。2、检验钻孔布置在邻近的措施孔中间，方向及倾角为邻近各措施孔的平均数，孔深应小于防突措施钻孔。3、检验结论若检验指标均小于临界值，且无其它异常情况，则措施有效，反之，判定措施无效，必须补充防突措施。经检验防突措施有效后，K7煤巷掘进工作面应保留不少于5M的措施孔超前距、并同时保留不少于2M检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后进行掘进作业。4、检验结束，防突技术组必须按要求填写“工作面防突措施效果检验原始记录数据表”和“防治突出效果检验报告单”，并报矿长、技术负责人审核签字。五、安全防护措施及组织管理措施一）、远距离爆破1、工作面必须采用远距离爆破。2、采用远距离爆破时，放炮地点必须