区集中运煤巷作业规程样本

目录TOC\o"1-3"\h\u第一章概况 4第一节编制根据 4第二节巷道布置 4第二章地面相对位置及地质状况 4第一节地面相对位置及邻近采区开采状况 4第二节岩（煤）层赋存特性 4第三节地质构造 6第四节水文地质 7第三章巷道断面及支护 7第一节巷道断面 7第二节支护设计 7第三节支护工艺 9第四节轨道及道床 13第五节巷道排水沟 14第六节巷道管线布置 14第七节矿压观测 15第四章施工工艺 15第一节施工办法 15第二节凿岩方式 16第三节爆破作业 17第四节装载与运送 18第五章生产系统 20第一节掘进通风 20第二节掘进压风25第三节瓦斯防治 25第四节综合防尘 26第五节防灭火 27第六节安全监控 27第七节供电 28第八节排水 28第九节照明、通讯和信号 29第六章劳动组织及重要技术经济指标表 29第一节劳动组织 29第二节循环作业 30第三节重要技术经济指标 30第七章安全技术办法 31第一节一通三防安全技术办法 31第二节顶板安全技术办法 33第三节爆破安全技术办法 34第四节防治水安全技术办法 35第五节机电安全技术办法 36第六节运送安全技术办法 37第七节绞车提高安全技术办法 39第八节其他安全技术办法 39第八章灾害应急办法及避灾路线 40第一节灾害应急办法 40第二节避灾路线 42附表附图附表4-3-1断面爆破阐明书附表6-2-2正规循环作业图表附图1-2-124区集中运煤巷平面图（1:1000）附图1-2-224区集中运煤巷地质预测剖面图（1:1000）附图2-2-3综合柱状图（1:200）附图3-2-4巷道暂时支护平面图（1:50）附图3-2-5巷道暂时支护剖面图（1:50）附图3-2-6巷道永久支护平面图（1:100）附图3-2-7巷道永久支护剖面图（1:50）附图3-5-8水沟断面图（1:25）附图3-6-9巷道断面图（1:50）附图4-1-10重要设备布置示意图附图4-3-11巷道断面炮眼布置三视图（1:50）附图4-3-12断面炮眼装药构造示意图附图4-4-13运送系统示意图附图5-1-14通风系统及放炮岗哨位置示意图附图5-2-15压风系统示意图附图5-4-16防尘系统示意图附图5-6-17安全监测仪器仪表布置示意图附图5-7-18供电系统示意图附图5-8-19排水系统示意图附图8-1-20避灾路线示意图第一章概况第一节编制根据一、经批准设计经白皎矿批审通过《24区集中运煤巷施工设计》、《24区集中运煤巷道掘进地质阐明书》。二、技术规范《煤矿安全规程》和《煤矿岗位技术操作规程》及其她关于技术规范。三、经批准生产接替筹划白皎煤矿采掘生产接替筹划。四、其他根据《白皎煤矿质量原则化管理考核办法》。第二节巷道布置一、巷道名称、位置、所在层位本作业规程掘进巷道名称为24区集中运煤巷。该巷道位于22、24采区，所掘层位位于四煤层（B2）底板下20-30m左右。二、巷道用途重要用途为运煤（岩）、通风、行人及排水。三、相邻巷道名称及巷道关系南西为248底板道（正在布置）、24区B组煤层运煤上山（已施工完毕）；四周无其他相邻巷道。四、巷道设计长度及工程量巷道设计长度476m。五、巷道坡度及方位、开口坐标24区集中运煤巷挂口于24区B组煤层运煤上山下平巷，由地质测量部放好开口点。巷道工程量及参数详见下表：24区集中运煤巷巷道工程量及参数一览表序号巷道名称工程量（m）坡度方位备注124区集中运煤巷下平巷100224区集中运煤巷斜坡段403.3+2°13′35″99°54′17″324区集中运煤巷上平巷62.090小计475.39六、服务年限巷道设计服务年限为。七、巷道开工时间及预测竣工时间24区集中运煤巷预测5月下旬开工，每月按80m筹划施工，预测11月下旬竣工。附图1-2-124区集中运煤巷平面图1:1000附图1-2-224区集中运煤巷地质预测剖面图1:1000第二章地面相对位置及地质状况第一节地面相对位置及邻近采区开采状况一、24区集中运煤巷相应地面标高为+327.2—+370.3m，相应地表为山区斜坡地形。二、该巷穿过岩性为砂岩、粘土岩、页岩、煤线等。普通岩层硬度系数f=2—6，距四煤层底板法向距离为20-30米。三、24区集中运煤巷位于矿区西翼，相邻工作面2272、2282、2283、2284工作面已回采，因垂距较大，采空区积水、火、瓦斯等对此巷道不构成威胁。井上下对照关系表水平、采区二水平24采区工程名称24区集中运煤巷地面标高+809.5—+1003.5m井下巷道标高+327.2—+370.3m地面相应位置建筑物地表建筑物对巷道掘进无影响。井下相应位置对掘进巷道影响该巷位于24采区、22采区，该巷上覆B组煤层均未开采布置，保护层巷道相距较远，四周无相邻巷道，对掘进无影响。邻近采掘状况对掘进巷道影响该巷上覆煤层均未开采，四煤层距该巷法线距离为18-20m，对掘进无影响。第二节岩（煤）层赋存特性一、巷道揭露地层及岩性（一）该巷道布置在四煤层底板如下20-30米范畴内，巷道重要揭露地层为宣威组(P2X1)第一段、第二段(P2X2)地层，重要穿过岩性为沾土岩、泥质砂岩、砂岩、煤线等,普氏硬度系数f=2-6。（二）该巷为全岩掘进，局部地段揭露煤线。附图2-2-3综合柱状图1：200二、瓦斯绝对涌出量本巷道为岩巷掘进，参照相邻已掘巷道，预测瓦斯绝对涌出量0.2m3/min。瓦斯突出倾向及煤层自然发火倾向本巷道为岩巷掘进，煤与瓦斯突出和自然发火倾向及煤尘爆炸威胁也许性较小。地质构造一、巷道范畴内地质构造状况依照附近所掘巷道地质资料可知，该巷掘进过程中预测将揭露一定断层，地质构造相对复杂，节理极其发育，施工队在掘进中若遇断层，需及时与地测部联系，同步加强断层段顶板支护及瓦斯防治工作。地质构造状况表构造名称走向（0）倾向（0）倾角（0）落差（m）性质对掘进影响限度F118090545-8正对巷道掘进有一定影响F221212220-3012-15逆对巷道掘进有一定影响水文地质一、本区为宣威组(P2x1)第一段，由煤、煤线、砂质泥岩、泥岩、粘土岩构成；中上部以砂岩、砂质泥岩及煤层夹数层泥质灰岩构成，属极弱含水层，预测不会发生大充水性因素，但有少量裂隙水渗入本区。该区域内涌水形式多为自然裂隙涌水、及机械水，平均涌水量预测在0.3m3/h，对掘进有一定影响。二、该巷上覆煤层均未开采，无老巷及采空区积水影响掘进，无大构造水。第三章巷道断面及支护第一节巷道断面一、巷道断面形状依照施工设计图，结合巷道用途、服务年限及围岩性质，拟定24区集中运煤巷断面采用直墙三心拱断面。巷道断面尺寸24区集中运煤巷断面施工按净宽4.7m，净高3.4m，墙高1.8m，拱高1.6m，巷道掘进断面面积为：15.159㎡，巷道净断面面积为：14.292㎡(未含道木和水沟方量)。巷道中腰线巷道中线为巷道中心线，巷道腰线距巷道轨面1000mm，每次钉道移耙斗机后，腰线必要延接至耙斗机背面。支护设计一、暂时支护暂时支护采用前探梁支护。必要采用正规π型梁配合吊环及金属网作前探支护。（一）巷道锚杆距碛头不不不大于0.75m，其空顶某些采用前探梁支护作暂时支护。（二）采用前探梁支护时，按如下办法执行碛头空顶某些采用前探梁作暂时支护，共使用两根前探梁，每根前探梁分别用三根吊环加工而成紧固器旋拧固定在紧靠碛头两排锚杆上，前探梁与吊环紧固器用木楔板楔紧。（三）前探梁和吊环紧固器规格及用法1、前探梁：使用矿用正规π型梁加工而成，长度不不大于4.0m，需用两根，备用一根。2、紧固器：为三个圆环连接而成，其中一种圆环可配备螺帽旋拧在顶锚杆上。3、紧固器固定：使用吊环紧固器时，用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上，且螺母必要拧满扣。4、作业人员一方面用长撬棍进行敲帮问顶，找净危岩活石。保证无隐患后，站在永久锚杆支护下，在紧靠碛头先后两排锚杆下上好两组共计四个吊环紧固器，随后再穿上前探梁进行顶板支护。5、上前探梁时不少于3人，一人看顶板并协调指挥，两人穿前探梁。6、前探梁移近至碛头岩壁时，各组在后一种吊环紧固器上用木楔板进行楔紧。二、永久支护依照白皎矿井巷道围岩性质、巷道服务年限、矿压观测资料及施工现场实际状况，拟定该巷道永久支护采用锚网喷索联合支护办法。锚杆采用Φ20mm螺纹钢锚杆，锚杆长度2200mm，锚杆间排距750mm×750mm，垂直巷道轮廓线布置，每根锚杆安装1条树脂锚固剂（树脂锚固剂直径为23mm），锚杆预紧力不不大于50KN以上，抗拔力达到70KN以上；网采用φ6.5mm焊接网,网规格1500×mm,网孔为100×100mm。喷射砼厚度为100mm，砼标号为C20。锚索采用φ15.24mm钢绞线制作，长度为6300mm。锚索间距1500mm×1500mm，排距为1500mm。施工时,依照巷道围岩变化实际状况由技术部拟定更改支护形式，更改支护时另行编制补充办法。三、暂时支护与永久支护间、暂时支护与新暴露顶板间支护衔接挂前探梁之前，必要彻底进行敲帮问顶，找净危岩活石，保证顶板安全，才干进行暂时支护。暂时支护完毕后，人员站在暂时支护下进行永久锚杆支护，待锚网支护完毕后，才干将暂时支护取下，禁止空顶作业。四、依照白皎矿以往支护经验和研究得出结论，在白皎矿施工巷道时，巷道支护原则：1.支护总原则：充分运用围岩自稳性。2.治顶先治帮：维护好两帮，可有效提高顶板稳定性，减少顶板控制难度。3.治帮先治底：底鼓将导致两帮不稳，进而引起顶板不稳，必要注重底板控制。4.肩脚是核心：现场往往忽视巷道两肩和两帮底结合部，而两肩支护上控顶板，下控制两帮；两帮脚支护上控制两帮，下控制底鼓，是巷道支护核心区。5.整环支护：锚杆支护是系统工程，必要形成底板—两帮—顶板整环控制圈。6.减少扰动，分区支护，整体控制：复修巷道围岩松碎，应减少对围岩扰动，采用分区加固缩小不稳定区，减少支护难度，提高安全性，最后形成整体控制。7.锚杆施工质量“早，强，密，贴”四字要领早：及时支护；强：保障初锚力，实现积极支护，锚杆系统强度应当一致，体现“支得住”；密：保持合理锚杆间排距；贴：锚盘--金属网梁与巷道表面紧密接触，必要时喷浆封闭，体现“护得严”。附图3-2-4巷道暂时支护平面图（1:50）；附图3-2-5巷道暂时支护剖面图（1:50）；附图3-2-6巷道永久支护平面图（1:100）；附图3-2-7巷道永久支护剖面图（1:50）。第三节支护工艺一、支护工艺及质量规定（一）锚杆、金属网梁、锚索安装及质量规定1、锚杆眼方向与角度原则上与岩石层理面或与巷道轮廓线垂直，当岩石层理面不明显时，尽量与巷道周边轮廓线垂直，锚杆方向与巷道周边轮廓线角度≥75°，安装锚杆前，应先检查锚杆眼孔布置形式、孔距、孔深、角度、锚杆部件规格与否符合规程所规定，否则应进行解决或更换。安装前先将孔内积水及杂物吹干净。2、锚杆钻孔直径为28mm，眼深1950～mm，锚杆外露长度不得超过50mm，不不大于15mm，每根锚杆使用1条MSK2335型树脂锚固剂，锚固长度为350mm。3、顶锚杆必要采用锚杆机配φ28mm钻头打眼施工，手工装入锚固剂及锚杆后，用锚杆紧固器安装锚杆，持续搅拌时间为20～30秒，待初凝后，方可安装锚盘、螺帽，拧紧螺帽至减磨垫圈变形且锚杆出扣。4、树脂锚杆搅拌完毕后，暂不取风钻，支撑2～3分钟，再取下连接器。5、搅拌完2分钟后，把锚杆拧紧，使得金属网紧贴顶、帮。螺帽必要用扳手拧紧，保证预紧力达到规定。每班由跟班队干检查，每周由施工队负责检查2次施工区域内锚盘、螺帽紧固状况，发现松动及时紧固，打完一种锚杆眼，安装一根锚杆。6、锚杆安装好后，锚杆必要牢固，锚盘必要紧贴岩面并不得有松动现象，按每300套锚杆做一组锚杆抗拔力实验，每组做3套锚杆，对不合格锚杆和松动失效锚杆要重新进行补打。7、金属网与金属网之间必要搭接，搭接处金属网上倒钩必要钩接牢实。锚杆施工在金属网钢梁上预留孔处，锚杆安装好后要让金属网紧贴帮、顶。8、锚索支护顺序及方向：在现掘进基本上，锚网喷支护结束后，由外往里进行施工锚索，锚索支护距碛头不得不不大于50m；沿中线施工一排锚索和沿中线对称施工二排锚索，间、排距为1.5m，共三排锚索，涨拉锚索预紧力不不大于80KN。9、锚索采用￠23mm树脂锚杆药卷，每根锚索使用二条树脂药卷进行锚固。锚盘规格为长、宽均为200mm，厚度10mm，孔径18mm。10、顶板破碎段，必要将锚索支护跟拢碛头。（二）喷浆技术安全办法1、准备工作（1）检查锚杆安装与否符合设计规定，发现问题及时解决。（2）清理喷射现场矸石杂物，将喷浆机安设在顶帮围岩稳定安全地点，距离道轨间隙不能不大于0.5m。接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，禁止将非抗静电塑料管做输料管使用。（3）检查喷浆机与否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得浮现漏风现象。（4）喷射前必要用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。（5）喷射人员要佩戴齐全有效劳保用品。（6）喷射前必要告知管理技术人员、安全监察部人员验收锚杆、锚网质量，验收合格后方可喷浆。2、配拌料采用矿制成品灰，速凝剂掺入量普通为水泥重量2.5%。3、喷射工作喷射工作开始前，应一方面在喷射地点铺上旧花胶布或风筒布，以便收集回弹料，回弹率不得超过10%。（1）开水开风，调节水量，保持风压不得低于是0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭喷射手经验加以控制，水灰比0.4。（2）喷射人员操作喷头，自上而下冲洗岩面。（3）送电，开喷浆机拌料机，上料喷浆。（4）依照上料状况再次调节风水量，保证喷面无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。（5）喷射人员分段按自下而上先墙后拱顺序进行喷射。（6）喷射时喷头尽量垂直受喷面，夹角不得不大于70°。（7）喷射时，喷头运营轨迹应呈螺旋形，按直径200-300mm，一圆压半圆办法均匀缓慢移动。（8）一次喷射混凝土厚度50～70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。（9）应配两人，一人持喷头喷射，一人辅助照明并负责联系，观测顶帮安全和喷射质量。4、停机（1）喷浆结束后，按先停料、后停水再停电最后关风顺序操作。（2）喷射工作结束后，卸开喷头，清理水环和喷射机内外部灰浆或材料，收好风水管。（3）清理收集回弹料，并应将当班拌料用净。（4）喷射砼2小时后开始洒水养护，28天后取芯检测强度。5、喷射质量喷射前必要清洗岩帮，清理浮矸，挖出墙基本，打好中腰线和喷厚标志桩，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙、赤脚、蜂窝麻面、露筋、露网”等现象。6、注意事项（1）分次喷射时，复喷应在前一次砼终凝后进行。有超挖或裂缝低凹处，应先补喷平整，然后再正常喷射。（2）禁止将喷头对准人员。（3）喷射过程中，如发生堵管、停风停电等故障时，应及时关闭水门，将喷头向下放置，以防水流入输料管内；解决堵管时采用敲击法输通料管。（4）喷射人员要配戴防尘口罩、乳胶手套和眼镜。（5）喷射工作结束后，喷层在七天以内，每班洒水一次，7天后来，每天洒水一次，持续养护28天。（6）喷浆机司机必要通过专门培训，熟悉喷浆机性能构造和工作原理，并能排除普通故障，进行寻常维修和养护。（7）喷浆机进气口密封良好,防止漏风吹起粉尘；排气口畅通，废气排放顺利；喷浆管接头牢固、密封良好、摆放整洁。个人配带防尘口罩，粉尘浓度不超过6mg/m3。二、支护工序安排进班时一方面清除巷道帮、顶浮矸，加强敲帮问顶。先支护顶部，再支护两帮，采用锚网喷100mm，永久支护跟陇碛头，严格执行“一掘一支一喷”，空顶距不超过750mm。三、工程质量规定（一）巷道成巷净宽和净高规定1、巷道净宽：巷道中线至任一帮距离容许偏差范畴0～+50mm。2、巷道净高：巷道腰线至顶、底距离容许偏差范畴0～+50mm。（二）锚（网）喷支护段1、锚杆杆体及配件材质、品种、规格、强度、构造必要符合设计规定。水泥卷、树脂锚固剂和砂浆锚固材料材质、规格、配比、性能必要符合设计规定。2、锚杆抗拔力最低值不不大于70KN,预紧力不不大于50KN，锚盘密贴岩面，未接触部位必要用等强度材料楔紧。锚杆间排距750×750mm，容许偏差±50mm。锚杆孔深度容许偏差0～50mm，锚杆外露长度（露出螺帽）15～50mm。锚杆方向与巷道轮廓线（或岩层层理）角度容许偏差≤15°。四、永久支护材料、材质规定（一）原材料选点时必要进行材质检查、符合规定后进行定点采购，每次进材料必要要有合格证和材质检查合格报告，不合格品绝不能进入施工现场。（二）施工用水应使用清洁中性水。五、备用支护材料及堆放规定（一）备用支护材料1、锚杆规格为Φ20mm螺纹钢，长度为2.2m。锚盘规格：长、宽均为150mm，厚度为10mm；孔径为20mm。备用锚杆不得低于500套。树脂锚杆药卷规格为：Φ28mm。2、金属网钢筋梁规格：长度为：2800mm、mm、1800mm三种规格，宽度为1500mm，钢筋梁和网长度一致，网不低于300张。3、锚索规格：φ15.24mm钢绞线，长度为6300mm。锚索不低于100套。堆放规定备用支护材料堆码在不影响生产距碛头较近地方，且堆码整洁，并挂牌管理（注明材质及规格型号）。暂时找顶材料必要堆放在耙斗机后不不不大于10m范畴内，必要齐全且上架挂牌。第四节轨道及道床施工期间只铺设永久轨道，轨道参数如下一、永久轨道采用型号为24kg/m型钢轨铺设。道床高度为245mm。二、轨枕采用钢筋混凝土轨枕。其规格：全长为：1400mm，厚为：145mm，上宽为：170mm，下宽为：200mm。三、轨道采用石子进行充填，禁止采用浮矸进行充填，道渣面距地测部所放腰线垂距为1.0m，轨枕间距为750mm，轨距为900mm，接头处轨枕间距不不不大于400mm。轨道接头间距不不不大于10mm，轨道内错差不得超过±5mm，高低差不超过±2mm。 第五节巷道排水沟 一、巷道排水沟（一）巷道水沟布置在巷道掘进方向左下方。（二）水沟规格参数见下表：排水沟关于技术参数水沟净断面积水沟掘进断面积水沟净高度水沟掘进高度水沟净宽度水沟掘进宽度水沟淌底厚度浇筑厚度平均0.16㎡0.35㎡0.4m0.5m0.4m0.7m0.1m0.133m附图3-5-8水沟断面图（1:25）（三）水沟容许误差:宽为0～+30mm，深为0～+30mm。（四）严格以中线控制水沟走向；腰线控制水沟坡度。（五）水沟滞后耙斗机不得超过50m。（六）浇筑水沟砼强度为C15。第六节巷道管线布置一、压风管吊挂及固定压风管布置在巷道掘进方向右帮，采用Φ50mm镀锌铁管作为暂时压风管，Φ110mm镀锌铁管作为永久压风管，布置在距巷道底板垂直距离500mm位置，正式压风管距耙斗机距离不得不不大于10m。供水管（消防、防尘）吊挂及固定供水管（消防、防尘）同压风管一起安装在锚桩上，采用Φ50mm镀锌管，管路每隔50m设立一种三通，并设立闸门。放炮母线吊挂及固定放炮母线采用线卡固定在巷道掘进方向右帮，距风水管垂直距离1000mm；线卡每隔2m钉一种，保证母线平直不下坠；禁止浮现明接头，接头处采用接线盒，禁止同风、水管或风筒等缠绕在一起。电缆、通信、照明等线缆敷设及固定电缆、通信、照明等敷设在巷道掘进方向左帮，动力电缆吊挂在其他电缆下方，动力电缆距底板1000mm，每隔3m设立电缆吊钩，电缆悬挂必要保持平、直，符合质量原则。风筒吊挂及固定暂时风筒选用Φ500mm阻燃胶质风筒，永久风筒选用Φ800mm胶质阻燃风筒布置在巷道掘进方向右帮，风筒中心线距放炮线垂直距离0.5m，风筒出口到工作面距离不不不大于8m。附图3-6-9巷道断面图（1:50）第七节矿压观测一、为了精确掌握巷道在掘进过程中矿压变化状况以及为调节和修改支护参数提供理论基本数据，我矿重要采用锚索受力监测、顶板离层监测以及人工监测等手段进行全方位系统矿压实时在线监测。二、锚索受力监测是通过锚索测力计来观测，锚索测力计由一种有中心孔托盘式密闭充油压力盒和与之相连压力表构成。安装时，把压力盒套在锚杆垫板（托盘）和外锚固端螺母之间，随着工作面不断推动，顶板压力不断增大，顶板直接作用于托盘式密闭充油压力盒之上，并通过与之相连压力表测出此时顶板压力数值。三、顶板离层监测仪是通过在巷道顶板垂直打入一种￠28~32mm钻孔（孔深必要打到坚硬老顶，依照白皎矿顶板状况拟定深度为6m），将带有较长不锈钢丝孔内固定装置，用安装管推倒所打钻孔孔底。抽回安装管，再将另一种带有较短不锈钢钢丝孔内固定装置推到2m左右深位置，其精确位置为锚杆端部在围岩中深度。通过深、浅基点不断变化来掌握矿压活动状况。四、当监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第四章施工工艺第一节施工办法一、巷道施工办法施工办法采钻爆法，全断面一次成巷。一掘一喷、先锚后喷。巷道开口施工办法24区集中运煤巷挂口于24区B组煤层运煤上山下平巷，由地质测量部放好开口点，按方位角99°54′17″进行施工。三、巷道施工顺序该巷道按设计方位角掘进施工。 四、工艺流程（一）掘进工艺流程：交接班检查→解决安全→打眼→装药联线→撤人断电布岗→放炮→通风→解决安全→支护（喷浆或打锚杆、挂网梁）→出矸→钉道→移耙斗机→文明生产。（二）喷浆工艺流程：交接班解决安全→接风水料管→准备喷浆材料→试喷浆机→拌喂料→喷浆→收取风水料管→清理喷浆机→文明生产。第二节凿岩方式一、凿岩方式气腿式凿岩机凿岩。二、凿眼机具4台YT—28凿岩机。表4-2-1工作面重要机械设备（工具）配备表序号 序号设备工具名称型号单位数量使用备用1风钻YT-28台322风镐OB台113耙斗机P-60B台14喷浆机PZ-5台115矿车3T辆556蓄电池机车5T台117蓄电池机车12T台18局扇FBDNO5.6/2×18.5KW台119QBZ-80台21QBZ-120台21QBZ-4×80F台2110台211放炮器FD-200台3212水泵台11三、工艺流程1、采用钻爆法全断面一次掘进，一次成巷。2、全面实行光面爆破，控制工程质量，减少围岩震动。附图4-1-10重要设备布置示意图第三节爆破作业一、爆破条件（一）爆破原始条件爆破原始条件表围岩性质灰岩矿井瓦斯级别高瓦斯矿井岩石硬度系数2～6炸药种类3号煤矿许用乳化炸药掘进断面积（㎡）15.16㎡雷管种类1—4段毫秒电雷管（二）掏槽方式采用楔形掏槽。（三）炮眼运用率：88%。 （四）装药构造：正向装药。（五）联线方式：大串联。（六）爆破方式：光面爆破，采用FD-200型放炮器，煤矿许用毫秒电雷管1～4段配煤矿许用乳化炸药全断面一次启爆，放炮母线采用铜芯电缆线。二、启爆点及警戒（一）24区集中运煤巷启爆点设立在248底板道施工道转弯处放水孔位置，详见附图5-1-14。（二）每次放炮前，由班长按岗哨“▲1-3”位置布岗，每次放炮前，撤出警戒区内一切人员，停掉警戒区内一切电源（风机、监测电源除外）。待一切工作结束后，方可放炮。放炮15分钟后，无异常方可由瓦斯检查员、班长、放炮员逐渐进一步碛头检查瓦斯、通风、顶板、支护、爆破等状况，确认无异常后，方可撤岗、送电、恢复生产。附表4-3-1断面爆破阐明书附图4-3-11巷道断面炮眼布置三视图1:50附图4-3-12断面炮眼装药构造示意图第四节装载与运送一、井下装载与运送方式（一）采用P—60B型耙斗机装入3T矿车内，用5T机车牵引3T矿车至+300四号石门，交于运送队，经二水平西大巷牵引至22°轨道下车场，用主绞车提高至22°上车场，运出地面。（二）绞车选型1、设备选型F=Q（sina+f1cosa）+pl(sina+f2cosa)=（1560+3000）（sin2°13′35″+0.015cos2°13′35″）+1.218×410(sin2°13′35″+0.25cos2°13′35″)=389(kgf)式中：Q—矿车自重+载重；f1—矿车运营时摩擦系数；f2—钢绳摩擦系数；a—巷道坡度；p—每m钢绳重量；L—最大提高长度。绞车钢丝绳安全系数验算：N=18000/389=46.2>6.5符合《煤矿安全安全规程》第400条之规定。依照以上计算选用一台JD—2.5型绞车配直径为18.5mm钢绳提高3T大矿车，其牵引力为3000kgf>389kgf,故所选绞车能满足提高规定。2、设备安装位置及规定：按设计浇筑绞车基本上。3、绞车安装位置及规定（1）绞车安设在绞车硐室内砼基本上，并按设计浇筑绞车基本，绞车安设好后，必要经安全监察部验收合格后方可使用。（2）声、光、信号设施及规定绞车必要设一组绞车运营批示灯和声光信号，提高信号规定为“一停、二上、三下、四慢上、五慢下”，声、光、信号必要敏捷、可靠。（3）斜坡提高规定1）提高过程中严格执行“行车不行人、行人不行车”规定，禁止放飞车。2）提高前，司机必要发出提高信号，待得到精确可以提高信号后，方可提高。重要运送设备：P-60B型耙斗机、JD-2.5型绞车、3T矿车、5T机车、12T机车。（4）倒向提高规定1）倒向滑轮必要固定可靠，采用两帮分别打两根锚杆用直径为不不大于18.5mm钢丝绳拴牢；2）随时检查倒向滑轮状况，随时清理倒向滑轮文明，防止滑轮卡住；3）每班必要派人观测好绞车钢丝绳，有问题及时解决；4）定期对倒向滑轮进行打油维护，减少摩擦。（三）出矸路线：24区集中运煤巷碛头→248底板道施工道→+300四号石门→二水平西大巷→22°下车场→22°上车场→主平硐→地面矸石山。（四）材料设备运送路线：地面→主平硐→22°上车场→22°下车场→二水平西大巷→+300四号石门→248底板道施工道→碛头。二、重要运送设备装载、运送机械及其配套设备表序号设备名称型号数量安装位置运送距离1耙斗机P—60B1台工作面40m2矿车3T10台碛头至22°下车场4500m3调度绞车JD-2.51台24区集中运煤巷斜坡120m4机车5T1台24区集中运煤巷400m5机车12T1台+300运送大巷4000m三、人员进、出工作面与物料运送至工作面时，耙斗机必要停止运营。四、耙斗机使用（一）耙斗机四个道卡齐全，并牢固卡在轨道上，耙斗机操作杆及两侧护栏齐全可靠。（二）在耙斗机尾轮处巷顶打一稳桩，采用40T链子（或5T以上葫芦）将耙斗机尾槽吊挂好。（三）耙斗机与掘进工作面最大距离不超过40米，最小距离不不大于15米。（四）在耙斗机两侧应设护绳栏网，机身照明采用照明灯照明。（五）耙斗机运营时尾轮至耙斗机机身范畴内禁止人员进入。（六）当碛头与出矸平行作业时，耙斗机钢绳固定尾轮离碛头不得不大于7米，并挂设安全警戒牌。（七）人员进出耙斗机机身以里巷道范畴前，必要先用通讯设备或信号与耙斗机司机获得联系，保证耙斗机停运、断电闭锁后才容许人员通行（八）耙斗机无论在直巷或是转弯巷道出矸时，以保证耙斗机司机可以看到转矸碛头最远端来拟定耙斗机距离碛头最大距离。遇特殊状况，耙斗机无法耙矸时，可采用人工出矸。附图4-4-13运送系统示意图第五章生产系统第一节掘进通风一、通风方式（一）采用局部通风机压入式通风。（二）掘进工作面风速要控制在0.15～4m/s，风筒出口风量达到规定，定期对风筒上粉尘进行清理；施工队应配合风筒工做好风筒延伸和维护工作，风筒工每天对风筒漏风状况进行检查，及时修补风筒。以保证掘进工作面新鲜风量满足需要。二、工作面掘进期间最大绝对瓦斯涌出量预测工作面掘进期间循环炮后最大绝对瓦斯涌出量q掘为：q掘=q均×L×S=0.039×1.5×15=0.88（m3/min）式中：q掘——预测掘进工作面掘进期间回风风流中最大绝对瓦斯涌出量，m3/min;L——工作面循环放炮进度，取1.5m；S——工作面掘进时巷道最大断面，15m2；q均——工作面掘进时炮后平均每立方米岩石涌出最大瓦斯量，m3/min；其计算方式如下：查阅邻近24区B组煤层运煤上山工作面掘进时炮后瓦斯涌出状况，假设未放炮时瓦斯浓度为W1（0.1%），掘进期间炮后最大瓦斯浓度为W2（0.3%），则依照邻近24区B组煤层运煤上山工作面预测本工作面掘进期间炮后每立方米岩石涌出最大瓦斯量q均为：式中：Q邻——邻近掘进工作面配风量，取320m3/min；L1——邻近工作面循环放炮进度，取1.5m；S1——邻近工作面掘进时巷道最大断面，取10.85m2；预测工作面掘进时瓦斯涌出量为q均=0.88m3/min，对掘进用一定影响。三、掘进工作面风量计算（一）按照瓦斯涌出量计算

=280（m3/min）

式中：q掘——工作面掘进期间循环炮后最大绝对瓦斯涌出量，取0.88m3/min；KCH4——掘进工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，依照我矿实际验证，取1.6；

0.5%——岩巷掘进工作面回风流中瓦斯浓度不能超过0.5%换算系数。

（二）按照二氧化碳涌出量计算

=30（m3/min）

式中：q掘——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，跟推算瓦斯平均涌出量同理，算出q掘=0.25m3/min；

KCO2——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，依照我矿实际验证，取1.8；

1.5%——掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不能超过1.5%换算系数。

（三）按炸药量计算Q掘≥10A=10×32=320（m3/min）式中：Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；A——掘进工作面一次爆破所用最大炸药量，实际为31.4Kg，取32Kg；10——每公斤二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min·Kg。

（四）按良好气候计算Q=60VS=60×0.2×14.292=171.5（m3/min）式中：S-巷道断面14.292㎡；V-该点作业适当风速，取0.2m/s。（五）Q按工作面作业人数计算掘≥4×N=60（m3/min）

式中：N——掘进工作面同步工作最多人数，15人；

4——每人需风量，取4m3/min•人。

（六）按风速进行验算按最低风速验算：Q掘≥60×0.15×S掘=128.6（m3/min）

按最高风速验算：Q掘≤60×4.0×S掘=3430（m3/min）

式中：Q掘——掘进工作面计算配风量（取前1～5项最大值），320m3/min；S掘——掘进工作面净断面积，取14.292m2；0.15——无瓦斯涌出岩巷容许最低风速，m/s；4.0——掘进工作面容许最高风速，m/s；60——单位换算产生系数，s/min。依照以上验算，掘进工作面风量选用320m3/min符合《煤矿安全规程》规定,并以此风量拟定局部通风机吸风量，依照通风距离选取风筒、局部通风机。四、局扇选型局扇所需吸风量

掘进工作面配风量320m3/min，局扇所需吸风量按下式计算拟定。

=355.6m3/min）

式中：Q局——局部通风机实测吸风量，m3/min；

1-0.01n——风筒漏风量，依照通风距离、风筒直径和管理状况等因素拟定或测定，依照我矿实际按川煤芙蓉速凝剂公司所生产涂覆布正压风筒规定百米漏风率不超过1%计算。n——百米风筒数，供风长度为1000m,n取10。

（二）局部通风机选型局部通风机选型按下表1“惯用局部通风机参数”表进行选型，按局部通风机实际吸风量拟定各台局部通风机型号。表1惯用局部通风机参数风机型号风量（m3/min）全压（Pa）备注FBDN05.02/7.5×2200～3101070～3140局部通风机效率结合我矿当前局扇型号及实际使用状况，可按93%进行计算FBDN05.6/11×2230～3501050～3680FBDN05.6/15×2240～3751100～4600FBDN05.6/18.5×2300～4101550～4800FBDN06.3/22×2300～4601400～5400FBDN06.3/37×2489～6843000～6370综合上述，工作面选取FBDN05.6/18.5×2局部通风机供风。五、供风风筒选型矿井局部供风风筒性能参数因我矿现使用风筒均为川煤芙蓉速凝剂公司所生产涂覆布正压风筒，故局部供风风筒性能参数均已下表2为准。表2惯用风筒性能参数风筒直径（mm）百米风阻（N.S/m3）风筒耐风压（pa）备注Φ700≤8.0≥8000川煤芙蓉速凝剂公司所生产风筒参数Φ800≤4.0≥9000Φ1000≤1.0≥9000（二）矿井局部供风风筒选型依照所选局扇型号性能参数及风筒性能参数拟定风筒直径。综合上述，工作面选取Φ800mm风筒为碛头供风。六、局部通风机安装地点需风量计算

Q=Q局+Q富=Q掘+0.15×60×S断=355.6+0.15×60×15=490.6（m3/min）

式中：Q——局部通风机安装地点需要风量，m3/min；

Q局——局部通风机吸入风量，取355.6m3/min；Q富——保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间最低风速风量，m3/min；0.15——无瓦斯涌出岩巷容许最低风速，m/s；60——单位换算产生系数，s/min；S断——局部通风机安装地点到回风口间最大井巷断面积，取15m2。

注：若局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间风量不走回风或有设施控制，则保证局部通风机不发生循环风；几台通风机布置在同一段巷道内，按一次计算Q富。七、局部通风机安装规定（一）碛头局部通风机安设在+300四号石门西段，距离碛头开口处>100m。（二）风筒出口距碛头不不不大于8m，风筒吊挂必要使用正规风筒挂钩，其规格为550mm长，外露长度不超过150mm，间距5m。风筒主铅丝规格不不大于10#，风筒吊挂必要平、直、稳，逢环必挂，转弯处设弯通。（三）局部通风机安设地点必要要有足够富裕风量，且是新鲜风。（四）局部通风机必要配备安装同级别能力备用局部通风机，并能自动切换。同步必要达到双机双电源规定，局部通风机供电设立“三专两闭锁”，备用局部通风机电源必要取自同步带电另一电源，当正常工作局部通风机故障时，备用局部通风机在2-4s内能自动启动，保持掘进工作面正常通风。附图5-1-14通风系统及放炮岗哨位置示意图第二节掘进压风一、选用Φ110mm镀锌铁管作为永久压风管；Φ50mm镀锌铁管作为永久水管。选用Φ50mm镀锌铁管作为暂时压风管和暂时水管。碛头风管出口风压不低于0.5Mpa，碛头水管出口水压不低于0.3Mpa。二、供压风、供水路线（一）供压风路线地面压风机房→副平硐→西运送大巷→西三轨道→西三轨道下车场→+300四号石门→碛头；西三一甩移动压风机→西三轨道下车场→+300四号石门→碛头。（二）供水路线1、+420水泵房→西三轨道→西三轨道下车场→+300四号石门→碛头；2、地面千吨水池→西运送大巷→西三轨道→西三轨道下车场→+300四号石门→碛头。附图5-2-15压风系统示意图第三节瓦斯防治一、瓦斯抽放本工作面属岩巷掘进，绝对瓦斯量低，无需抽放，无突出威胁。并严格执行先探后掘，巷道每隔50米施工一种钻场硐室进行钻探，掌握前方及顶板上赋煤层赋存状况。如遇地质构造，另行编制办法。二、瓦斯（CH4）防治（一）严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。（二）由于该矿属高瓦斯矿井，必要严格按高瓦斯矿管理制度执行，因而每班配备专职瓦斯检查员，必要随时检查工作面及附近巷道瓦斯浓度和二氧化碳浓度，若超限时，禁止进行任何作业。（三）坚持无瓦斯检查员及未检查瓦斯不得作业。瓦斯检查员必要在工作面手上交接班，严格瓦斯检查制度，禁止空班、假检、漏检。（四）施工人员必要熟悉煤与瓦斯突出预兆，有突出征兆、瓦斯异常或瓦斯超限时必要及时断电撤人，并向调度室报告，采用办法解决好后方可恢复作业。（五）作业人员佩戴好防护用品，并携带好自救器；瓦斯检查员必要加强对掘进工作面瓦斯、一氧化碳等有毒有害气体检测。第四节综合防尘一、井下施工及防尘水源来自地面千吨高位水池，采用50mm镀锌管延伸到工作面，保证水压4Mpa以上。二、巷道掘进过程中，必要防尘喷雾装置，每组喷雾装置配备不少于5个喷嘴，且必要保证全断面雾状。在碛头后20-50m，独回距回风第一合流点以里20-50m各设立一组全断面防尘，别的巷道每间隔100m安设一组拱型全断面净化喷雾。三、在掘进过程中，采用湿式打眼，禁止打干眼；若在特殊条件下，必要打干眼时，事先应做好防尘办法。四、在装药时，必要使用水炮泥；放炮先后冲洗岩面；放炮前将两组防尘喷雾装置启动。五、装矸之前，必要冲洗岩帮，在矸石堆上洒水。六、粉尘清洗：碛头外30m段巷道每次炮后用水冲洗一次，工作面别的巷道每间隔一天冲洗一次。七、入井工作人员必要佩带防尘口罩。附图5-4-16防尘系统示意图第五节防灭火一、相邻采区、煤层及巷道发火状况由于本工作面巷道在灰岩中掘进，相邻采区，煤层均未开采，无火区，故在施工过程中重点要采用办法防止外因火灾发生，特别是电气设备失爆引起火灾事故发生。二、消防水系统该系统和防尘系统共用。三、防灭火办法（一）井下必要杜绝火源，消灭火灾隐患。（二）工作面附近禁止堆放易燃材料。（三）如发生火灾，跟班队干、班长应及时组织灭火，状况危急时沿避灾路线及时将人员撤至安全地点，并及时向调度室报告，告知关于人员进行解决。（四）耙斗机后不超过40m位置放置2台完好灭火器和一种灭火沙箱。第六节安全监控一、监测监控在工作面距碛头不不不大于5m位置和第一合流点以里10—15（m）处分别安设甲烷传感器T1、T2，瓦斯传感器T1悬挂于巷道内风筒另一侧距碛头不不不大于5m处，T2悬挂于回风口第一合流点以里10-15米处，瓦斯传感器应垂直悬挂，数据显示屏应面向巷道外侧以便于观测，距巷道顶板不得不不大于300mm，距巷道壁不得不大于200mm。甲烷传感器T1报警瓦斯浓度≥0.5%，断电瓦斯浓度≥0.5%，复电瓦斯浓度﹤0.5%，回风甲烷传感器T2报警、断电瓦斯浓度均≥0.5%，复电瓦斯浓度﹤0.5%，T1、T2甲烷传感器断电范畴为碛头及回风侧非本安型电器电源，监测分站安设在局部通风机后5—10m处。二、人员定位读卡器设立在工作面供风局部通风机位置，独回距回风第一合流点以里10m-15m位置各安设一台人员定位系统读卡器，24小时不间断对工作面作业人员变动状况进行监测。三、风筒传感器设立传感器风筒安装在距碛头不超过5米位置。四、其她规定（一）实行“瓦电”闭锁和“风电”闭锁系统，加强瓦斯监测管理工作，搞好仪器、仪表寻常维护，保证其正常发挥作用。（二）“瓦电”闭锁和“风电”闭锁系统做到每7天调校一次，应保证敏捷可靠，并作好实验记录。（三）每周对传感器进行校正，保证精确、敏捷可靠。（四）安全管理人员、跟班队干、班长、放炮员、瓦斯检查员、流动电钳工必要携带便携式瓦斯检查仪入井；并保证正常使用。瓦斯检查员每班三次校对甲烷传感器显示，发现问题及时停止作业，及时报告，有关单位要及时解决。（五）碛头放炮前，由瓦斯检查员将甲烷传感器移至距碛头25m范畴安全地点吊挂好，放炮后及别的作业时间由瓦斯检查员将甲烷传感器移至距碛头5m范畴内按规定吊挂好。附图5-6-17安全监测仪器仪表布置示意图第七节供电一、选用截面不不大于35mm2橡胶铜芯电缆为动力电缆，动力供电长度为1800m。动力供电路线为：西三轨道绞车房变电所→+300四号石门→碛头。二、选用截面不不大于16mm2橡胶铜芯电缆为局部通风机供电。局部通风机供电路线为：西三轨道绞车房变电所→+300四号石门→风机。三、选用QBZ—4×80型双电源双电机开关控制局部通风机，选用QBZ—120N型开关控制绞车，选用QCZ80型开关控制耙斗机、喷浆机。附图5-7-18供电系统示意图第八节排水一、工作面最大涌水量碛头掘进时机械水、裂隙水渗入本区，该工作面掘进期间最大涌水量预测0.3m3/min。二、排水方式该巷道采用水沟自流排水。三、排水系统排水路线：碛头→248底板道施工道水沟→+300四号石门水沟→+300水仓→地面。附图5-8-19排水系统示意图第九节照明、通讯和信号一、照明在绞车与耙斗机旁各安设一台防爆型矿用照明灯；其她地方采用矿工灯照明。二、通讯采用电话通讯。耙斗机后不不不大于200m范畴内和启爆点各设立一电话，平时加强对通讯设备维护和检查，保证正常使用。第六章劳动组织及重要技术经济指标表第一节劳动组织生产班为“三.八”制作业，一掘一喷作业形式；水沟后勤班八小时工作制，与生产班平行作业，一天一班作业。劳动组织、劳动力配备、出勤率见下表:掘进劳动力配备表第二节循环作业为保证正规循环作业完毕，工作面施工必要依照劳动组织人员配备，合理安排工序，充分运用工作时间，提高工时运用率。附表6-2-2正规循环作业图表第三节重要技术经济指标重要技术经济指标表号项目单位参数1炮眼运用率%882炮眼消耗量个/m443炸药消耗量Kg/m264每米电管消耗量发445每循环进尺m1.56小班循环个数个17小班进尺m1.58圆班进尺m4.59圆班循环个数个310正规循环率%71.111每米掘进坑木消耗量根/m1.2512每米成巷锚杆消耗量根/m1713每米成巷喷砼消耗量m30.83714平均工效m/工0.1315月进度m80第七章安全技术办法第一节一通三防安全技术办法一、局部通风机使用前，必要经通风和机电部门检查合格后，方可入井。局部通风机应定期检修和更换；安装双风机，并能自动切换。必要安设完好后“三专”两闭锁装置，并保证正常使用。二、必要采用局部通风机压入式通风，保证碛头有足够风量，禁止无风、微风、瓦斯超限作业。三、瓦斯检查员必要通过专门机构培训合格，持证上岗。四、风筒吊挂应平直，每隔3m打一种吊挂眼，高度2.5m，深0.38m；风筒连接采用反压边，破口及时缝补或者及时更换风筒，防止碛头瓦斯积聚超限。风筒出口距碛头不不不大于8m。五、当碛头瓦斯浓度或回风流中瓦斯浓度达到0.5%时，必要及时停止工作，撤出区域内人员到进风流中安全地点，切断动力电源，并向调度室报告请示解决。六、瓦斯检查人员严格执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查成果必要记入瓦斯检查班报手册和检查地点记录牌上，并告知现场工作人员。每次瓦斯检查状况必要报告至地面值班室。瓦斯超限时瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤出地面。七、每班跟班队干、班长、放炮员、耙斗机司机、瓦斯检查员及管理人员必要携带便携式瓦检仪入井。八、局部通风机使用、开停应遵守下列规定（一）局部通风机由当班瓦斯检查员负责管理，保证正常运转。（二）压入式局部通风机安装在+300四号石门西段，距24区集中运煤巷开口位置为350m；全风压供应该处风量必要不不大于局部通风机吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间巷道中最低风速不不大于0.15m/s，保证局部通风机安装点先后5m范畴内无杂物及各种设备。（三）掘进工作面局部通风机必要采用“三专两闭锁”供电，每天应有专人检查1次，保证局部通风机可靠运转。（四）掘进碛头禁止停风，因检修、停电等因素需暂时停风时，必要先填报暂时停电筹划，报矿总工程师审批，然后停止巷道内一切作业，切断电源，撤出所有人员到负压通风系统中，在全风压汇合处设立警戒或栅栏并挂牌管理；恢复通风时，采用专门办法排放瓦斯。（五）恢复通风前，必要先探排瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由瓦斯检查员启动局部通风机。（六）停风区中最高瓦斯浓度或二氧化碳浓度不超过1.5%时，必要采用安全办法，控制风流排放瓦斯，由瓦斯检查员排放。（七）停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过1.5%时,必要制定排放瓦斯办法,报矿总工程师批准，由专人负责排放。（八）在排放瓦斯过程中，排出瓦斯与全风压风流混合处瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%，回风系统内必要停电撤人,其她地点停电撤人范畴应在办法中明确规定，局部通风机由瓦斯检查员兼管。（九）在排放瓦斯过程中，排出瓦斯与全风压风流混合处瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%，回风系统内必要停电撤人,其她地点停电撤人范畴应在办法中明确规定，局部通风机由瓦斯检查员兼管。（十）井下各种电气设备及其周边10m内防尘工作由掘进队电工负责，工作面喷雾装置和各转载点喷雾洒水装置必要保持完好。（十一）井下工作人员必要每人携带自救器入井，巷道施工前专业人员对自救器使用进行培训，规定人人会使用。（十二）防尘水幕跟紧耙斗机。禁止将防尘水幕压风管、水管改作它用。第二节顶板安全技术办法一、安全责任区划分，耙斗机尾轮前由班组安全员负责，尾轮后由现场值班人员负责。二、每班人员进入工作面，在钻眼先后，爆破先后，支护先后，出渣前都必要由当班班长，安全员进行“敲帮问顶”工作，及时清除干净巷道帮、顶及工作面迎头浮石伞檐，进行好暂时支护后方能进行其他工作。三、碛头施工前与施工中随时观测围岩变化状况，加强顶板管理，严格执行“敲帮问顶”制度，做到不安全不作业。每次放炮后及打眼前，必要进行全面敲帮问顶。斜巷找顶时人必要站于距危岩1.5m外高处安全位置，由两名人员担任，一人找顶，一人观测顶板安全。找顶前先选好退路，以完好支护点开始，先顶后帮、由外向里依次进行，并禁止任何人进入找顶区域，遇大块矸石离层，应一方面设暂时支护，然后沿层理慢慢找下，不准强刨硬挖。施工区域配备长2.5m、3m等各种规格撬棍及长柄掏扒（柄长1.5m），依照各种状况下选用。找顶时应戴手套，防止煤矸顺杆而下伤人。四、凡解决帮顶时下方禁止有人工作和逗留。五、碛头掘进如遇断层或顶板破碎、片帮等设计支护无法满足支护规定期，现场跟班队干及时向调度室报告，待采用办法变化支护后再施工。六、地测人员必要经常进一步现场，收集和分析地质状况，加强地质预报工作，凡遇特殊地质状况必要及时到现场收集资料并向调度室和关于部门及领导报告，以便研究制定有关补充安全技术办法。七、巷道围岩有空响声，断裂暂时找不下来时，必要一方面用戴帽点柱作为初期支护，然后采用办法进行解决。八、现场人员发现掉矸等冒顶预兆时，及时由跟班队干将人员撤至顶板完好安全地点。九、每一轮掘进后，必要对顶板作可靠支护，任何一项工作都必要在支护完好、顶板安全状况下才干进行下一工序施工。禁止空顶作业，空顶距超过规定，必要及时停止掘进进行支护。顶板必要由专人负责监护安全，发现不安全隐患，必要及时停止工作，进行安全解决，禁止冒险蛮干，野蛮施工。十、作业现场必要备用2.5—4.0m、φ≥150mm圆木和φ≥200mm半圆木10根。十一、松动失效锚杆必要重新补打，锚盘紧贴岩面，螺丝齐全且拧紧。十二、已施工过巷道，围岩和支护状况必要由值班人员负责进行检查，发现围岩开裂，来压或支护失效时，必要及时组织人员进行加固解决，拟定安全后方可继续工作。十三、永久支护必要跟拢碛头。永久支护与碛头之间不得不不大于0.75米，永久支护与碛头顶板未支护段采用前探梁支护。第三节爆破安全技术办法一、放炮员必要由专人担任，持证上岗。二、放炮过程必要严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。放炮器把手（钥匙）必要由瓦斯检查员携带，禁止随意转交她人，不到放炮时，不得将钥匙交与放炮员；放炮员不到放炮充电时，不得将钥匙插入放炮器内。三、火工产品必要严格执行领、运、退管理制度。火工产品领取后，雷管、炸药必要由两人分别运送。散药由人工运至井下暂时存储箱内并上锁，井下炸药禁止乱丢乱放。炸药箱及雷管箱必要放在顶板完好且避开机械、电器设备地点。四、装药前，放炮员必要清点好炸药、电雷管，同步整顿好放炮母线；两根放炮母线不能缠在一起，分开挂置，间隔距离为300mm；放炮母线必要按规定悬挂整洁、平直，不得与风筒、风水管、电缆等缠绕在一起。放炮母线裸露点和接头处必要用绝缘胶布包扎，禁止浮现明接头；放炮母线必要随用随挂，不得使用固定爆破母线。五、禁止边打眼边装药，严格执行全断面一次装药一次性启爆；装药时，碛头不得再进行其他与放炮无关作业，禁止启动附近电器设备并切断电器设备电源。六、爆破母线连接、检查线路和通电工作必要由放炮员一人操作。排除母线故障可采用导通法，不得采用短路法进行实验。七、所有炮眼必要用水炮泥、黄泥封孔，禁止用可燃物充填炮眼。八、每次放炮前，放炮员必要最后离开碛头，并由当班班长清理人数，按规程规定亲自布岗，所有人员撤出安全警戒区后方可启爆。九、爆破后，爆破母线必要扭结成短路。十、禁止使用变质、变硬失效炸药；炮眼深度不大于0.6m，不得装药放炮；不准放糊炮、明炮和运用残眼装药爆破。十一、每次放炮前，必要将各种施工用品，风锤及风、水管等移到耙斗机后安全地点（距爆炸地点30m外）盘圈并掩盖好，并将耙斗机耙斗拉到前槽喇叭口处用矸石掩盖好，防止被埋住和崩坏钢绳。十二、放炮后15分钟，静听工作面无任何动静后，班长、瓦斯检查员、放炮员一起方可先进入工作面检查瓦斯与爆破状况等，确认无异常后，其她人员方可进入工作面，并一方面进行“敲帮问顶”工作，清除不安全隐患后，方可进行其他工作。作业前，专职通风工必要将风筒一根一根地向工作面接近。十三、工作面风量局限性，无风或瓦斯、二氧化碳等有害气体浓度超限时，禁止装药放炮和进行其他作业。十四、解决残爆和拒爆，必要在班组长指引下进行，并应在当班解决完毕。解决拒爆，必要遵守如下规定：（一）由于连线不良导致拒爆，可重新连线启爆。（二）在距拒爆眼0.3m以外另打与拒爆眼相平行新炮眼，重新装药启爆。（三）禁止用风镐等工具从炮眼中取出原放置启爆药卷或拉出电雷管；禁止用压风吹拒（残）爆炮眼。（四）解决完毕后，放炮员详细检查碛头，收集未爆电雷管。第四节防治水安全技术办法一、施工中必要加强探放水制度，严格执行“有掘必探、先探后掘”原则。二、矿井透水前常用预兆如下：①碛头发既有水或眼孔中水流喷孔、顶钻；②岩壁挂汗，浮现渗水、岩壁阴冷，在碛头岩壁上结成许多水珠。③岩壁挂红，矿井水中若具有铁氧化物，渗到碛头岩壁表面时，会浮现暗红色水锈。④空气变冷。⑤浮现雾气、水叫、顶板淋水加大，渗水或涌水中夹带泥沙、水色发浑或时清时浊、有臭味；或岩石变黄呈泥浆颜色、裂隙中夹带泥丝。⑥矿水压力显现增强，顶板来压、底板鼓起、裂隙增多加宽、涌水加大。⑦遇方解石，方解石增多。三、在施工过程中，若浮现透水征兆必要及时停止工作，向调度室报告。同步撤出所有受灾害威协人员。待有关部门采用办法后，方可恢复施工作业，以保证安全生产。四、若浮现水灾事故，现场人员尽量采用办法进行自救互救，防止事故扩大，所有受到威胁区域人员必要按人往高处走原则，尽量避免进入独头上山，在跟班队干组织与带领下，按作业规程、安全办法或指挥部拟定避灾路线撤到安全地点。第五节机电安全技术办法一、电气管理（一）各类电气设备及五小件保持完好，开关上台上架，管、缆挂牌管理。所有电气设备禁止失爆。正常掘进时，电器设备每周必要由防爆检查人员对区域电器设备进行防爆性能检查，浮现异常状况时，及时报告并及时解决。（二）所有用水设备必要坚持“开水开机、停机关水”原则。禁止无水作业,防止将设备电机烧坏。（三）安装、检修设备时,要设专人指挥,分工明确,互相配合,防止发生意外事故。（四）非专职司机和专职检修人员,禁止操作机电设备,无证禁止上岗。禁止带电搬迁和检修电气设备。停电检修前,必要用同电源级别验电笔验电，放电、闭锁并挂上“有人工作、禁止合闸”警示牌。（五）加强对井下电缆管理,在解决电器设备故障时,必要指派专人负责停送电工作,防止有人误送电,必要等故障解决好,接到可靠送电信号后,方可送电。检修电气设备需停电时,必要由检修工亲自操作并闭锁,悬挂“有人作业,禁止送电”警示牌,坚持“谁停电谁送电”原则。（六）使用中电气设备必要具备标志牌和责任牌，开关要上台上架，五小电器要上墙上板。（七）运营中电缆要使用电缆挂钩悬挂，禁止用铅丝悬挂电缆，禁止电缆掉落在水中使用。二、耙斗机使用安全技术办法（一）操作前司机必要检查好耙斗机各部件及电器某些，特别注意卡轨器和机身稳固绳与否松动，下料槽稳固绳以及支撑坑木与否牢固，与否有挡绳杆等，的确完整无损以及稳固后方可开机。（二）司机操作时，主、尾绳速度要掌握均匀，避免主、尾绳忽松忽紧钢绳摆动过大，导致伤人事故。（三）禁止在司机身边槽子上存渣。防止渣被耙斗机挤出或钢绳甩起砸伤司机。（四）在岩块过大或不好耙时，禁止耙不动硬耙而导致断绳，烧坏电机等事故。（五）放炮前，应将耙斗拉到喇叭口处，将进料槽用渣盖住，防止被埋住和崩坏钢绳以及放炮时冲击力对耙斗机震动，将风锤风软管运至耙斗机后安全地点防止崩坏。（六）在耙斗机装矸时，耙斗运营范畴禁止行人和作业。（七）装矸前，必要先检查矿车连接装置，将矿车固定好后再装矸。（八）当耙斗机使用完毕，必要切断电源，将开关把手打到“0”位，并将耙斗机操作把手取下。（九）耙斗机司机必要持证上岗。（十）耙斗机运营范畴内不得有人作业，耙斗机出矸与碛头其他工序平行作业时，必要先将碛头矸石转至10m以外，且保证导向滑轮到碛头距离不得不大于10m。（十一）各种司机要保持良好精神状态，精神集中，认真操作，发现问题及时找检修工解决，换班时必要把开关把手打到零位。（十二）耙斗机距碛头距离不不不大于40米。（十三）每班必要指定一名安全负责人（班长）。（十四）严格执行交接班制度和班前会制度，上一班班长必要将当班安全状况及施工状况向下一班交代清晰，上一班未解决好事，下一班必要及时进行解决，未解决好前不得进行下一步施工。第六节运送安全技术办法一、运送物料时，开车前跟车员必要检查牵引车数、各车连接和装载状况。牵引车数超过规定，连接不良或装载物料超重、超高、超宽、超长或偏载严重有翻车危险时，禁止发出开车信号。二、不得在能自动滑行坡道上停放车辆，确需停放时，必要用可靠制动器将车辆稳住。三、机车运营前必要先安装通讯声光信号，一声长铃为禁止行人，两声为放行，碛头由耙斗机司机负责人员进出。四、当机车顶矿车进巷道时前面必要悬挂红灯。当行驶至离耙斗机约20米时，机车司机必要停车，待跟车员下车确认无安全隐患后，跟车员方可向机车司机发出信号指挥机车司机缓缓将矿车顶至耙斗机卸料槽下进行装矸。五、凡机车通过岔道必要减速慢行，出井口时同样必要减速并鸣笛。六、机车、矿车运营严格执行“行人不行车”和“行车不行人”制度。七、机车顶矿车进井时，车速应制度格控制在2m/s以内，拉矿车时，车速应控制在3m/s以内，禁止超速行驶。八、非机运作业人员禁止乘坐机车或梭矿，跟车员禁止坐在机车另一端驾驶室内。九、其他操作严格按照《煤矿安全规程》、《机运操作规程》和《机运管理制度》执行。十、机车运营时，必要注意如下安全办法（一）必要配备有证件司机、跟车员，机车通过风门时必要由跟车员开关风门，禁止电机车司机自己开关风门。（二）机车司机在开车过程中，禁止身体各部露出车外。（三）机车在通过风门时，必要控制车速，速度控制在电机车0.5秒以内，防止机车顶撞风门。（四）电机车行驶在风门段时，跟车员必要在机车停靠稳后，方可下车开关风门，禁止在机车运营时，跟车员跳车或站在运营电机车上对风门进行开关。（五）电机车司机必要检查机车安全保护装置，在确认无任何问题后方方使用该机车。十一、人力推车时，必要遵守下列规定（一）一次只准推一辆车,禁止在矿车两侧推车。同向推车间距，在轨道坡度不大于或等于5‰时，不得不大于10m；坡度不不大于5‰时，不得不大于30m；不不大于7‰时，禁止人力推车。（二）推车时必要时刻注意前方，在开始推车、掉道、发现前方有人或障碍物，从坡度较大地方向下推