11117东运输石门作业规程.doc

第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为11117东运输石门。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为形成11117东（1）工作面生产系统，满足回采时安装运输设备、通风、行人、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：150米服务年限：3个月。四、预计开、竣工时间本掘进工作面自2005年3月下旬开工，预计2005年4月下旬竣工。第二节 编写依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为一采后组700下山采区设计说明书，批准时间为2002年12月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为11117东运输石门掘进工作面地质说明书，批准时间为2005年1月12日。三、矿压观测资料：断层附近围岩应力集中。第二章 地面相对位置及地质水文情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 ： 水平名称700水 平采 区 名 称一采后组下山采区地面标高（m）174.8179.1开门点标高（m）578.4地面相对位置及建筑物地面相对位于西桥庄以北农田内，无建筑物。井下位置及掘进地面设施的影响工作面井下位于-700水平一采后组下山采区17东区段；与11117E运输巷相连，掘进时从700运输上山、113轨道下山以上经过。掘进后对地面无影响。 邻近采区开采情况本采区内11116工作面已回采完毕，11117W工作面正在开采。走 向125倾斜35地面相对位于西桥庄以北及以西农田内，无建筑物。地面标高174.8 m179.1m。第二节 煤（岩）层 赋 存 特 征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距11117东运输石门开门点位于煤11底板粉砂质泥岩中，掘进时将穿过煤11到煤13之间的各岩层。各煤岩层厚度及层间距详见煤岩层综合柱状图。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数。煤11二氧化碳相对涌出量为0.284m3/t.d，沼气相对涌出量为0.131m3/t.d，煤尘爆炸指数为30.81%，煤层自然发火期为612个月，为低瓦斯煤层；煤13二氧化碳相对涌出量为0.591m3/t.d，沼气相对涌出量为0.213m3/t.d，煤尘爆炸指数为44.68%，煤层自然发火期为612个月，为低瓦斯煤层。附图：煤岩层综合柱状图煤岩层综合柱状图地 层 系 统岩石名称柱 状层 厚（米）岩 性 描 述界系统组最小、大平 均古生界石炭系上石炭统太原组粉砂质泥岩101613灰黑色中厚层状第十一层煤1.62.21.9半亮煤粉砂质泥岩0.91.01.0深黑色中厚层状细砂岩6.3-7.16.5灰白色厚层状,致密坚硬粉砂质泥岩2.3-2.52.4深灰色,中厚层至薄层状性脆易碎第十二层煤0.09-0.20.15半暗煤细砂岩10-1613浅灰色至灰白色粉砂质泥岩9.5-10.910深灰色中厚层状,自上向下含砂量渐加泥岩6-87灰黑色中厚层状到薄状层第四层石灰岩4.6-76.5上部黄灰色下部深灰色第十三层煤1.1-1.61.3半亮煤中间含夹矸稳定煤层细砂岩4-6.25浅灰色中厚层状泥岩0.5-1.41深灰色,薄层状易碎局部为泥质粉砂岩第十四层煤0.250.550.4半暗煤细砂岩1.42.52.3灰白色中厚层状泥岩3.56.85灰黑色中厚层状泥灰岩0.4-0.80.6深灰色致密坚硬第十五层煤0.21.61.3半暗煤泥岩232.5深灰色性脆高岭土泥岩365铅灰色第 三 节 地质构造煤岩层倾向35，走向125，平均倾角约19。据已掘巷道和地质资料可知，该巷地质构造复杂，施工中将受F11及分支断层的影响，届时请技术科实测断层落差，同时加强断层处的支护。断 层 产 状 参 数 表 构造名称走向（）倾角（）性质落差（m）对掘进的影响程度F116570正断层090大第四节 水文地质一、水文情况：影响生产的主要含水层为第四层石灰岩，井田内疏干。二、隔水层在煤系地层中，除上述含水层外，其余为粉砂质泥岩、细砂岩等，这类岩层均具有良好的隔水性能，隔断了各含水层之间的水力联系。施工中无水害威胁。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置11117东运输石门位于一采后组下山采区17E区段，与11117E回风巷相通，由600运输上山预掘反井中开门，按方位93度，坡度为4掘进，从113轨道下山上面经过，掘至煤11后停掘。巷道平面布置图（1：2000）巷道剖面图（1：200 ）片口施工大样图（1：100）第二节 支护设计一、 巷道断面：皮带机头：S荒=10.61，S净=8.69运输石门：S荒 =7.43m2 ，S净 =6.16m2。巷道永久支护断面（1：50）。二、支护方式（一）临时支护临时支护：采用3根L=3英寸3.8米的的厚壁钢管做为前探梁，上用专用方木（规格: 1.30.150.1米）、板枇、木楔接实顶板，炮后及时前移，端面距0.3米。若受地质条件变化影响前探梁无法正常使用时,则采用23棵180优质木点柱作临时支护，严禁空顶作业。片口施工时采用初喷作临时支护，初喷厚度3050，初凝20分钟后方可进入迎头作业。临时支护断面图见图（1：50）。（二）永久支护： （1）皮带机头采用半圆拱断面、锚网带支护，中净高净宽=2.83.6米，周圈布置9根锚杆，使用长度为4.2米的m钢带，排间距为1.01.0米，锚固方式均为加长锚。（2）运输石门采用半圆拱形断面、锚网带支护，中净高净宽=2.63.0米，周圈布置9根锚杆，使用长度为4.2米的m钢带，排间距顶板为1.01.0米，邦为1.00.8米，加长锚。当围岩特别破碎时锚杆排距缩小于为0.8米。（3）片口开邦后采用锚网喷加锚索支护，锚杆排间距为1.01.0米，锚杆数量根据现场进行确定，砼厚度为100，锚固方式为加长锚。 巷道施工过程中若顶板破碎、围岩压大、顶板锚杆锚不到硬岩上时则加打五花锚杆并使用大托盘，同时每5米打一根锚索，锚索成五花布置。11117东运输石门：锚网带支护，锚杆排间距均拟定为1000mm； 按悬吊理论计算锚杆参数：1、锚杆长度计算：L = KH + L1 + L2式中：L 锚杆长度，m；H 冒落拱高度，m；K 安全系数，一般取K=2；L1 锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.7m；L2 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H = B/2f = 3/24 = 0.375(m)式中：B 巷道开掘宽度，取3.0m；f 顶板岩石坚固性系数，取4；则L=20.375+0.7+0.1=1.55(m)2、锚杆间距、排距计算，通常排间距相等，取A：A =Q/KHR式中：A 锚杆间排距，m；Q 锚杆设计锚固力，100KN/根；H 冒落拱高度，取0.4m；R 被悬吊砂岩的重力密度，取76.5KN/m3；K 安全系数，一般取K=2；a = 100/20.476.32 =1.64(m)通过以上计算及相邻巷道支护情况，采用工程类比法11117东运输石门采用直径20mm、长度2200 mm、等强度全螺纹钢锚杆，锚网带支护,加长锚固方式，锚杆紧跟迎头的支护方式，排间距为10001000mm。当围岩稳定性较差时，为加强支护强度锚杆排距缩小800。（三）锚网工程质量规定锚网支护巷道工程质量规定见表项 目质量标准 (mm)部位巷道规格及名称 (mm)半圆拱断面巷道净宽上帮10200墙顶1400墙 中1400墙 脚1400下帮墙顶1400墙 中1400墙 脚1400巷道净高腰线下30腰线上-10+2502400锚固力最低值不小于设计值顶板、拱100KN/根锚杆安装安装牢固，托板紧贴壁面，不松动；锚杆予紧力不低于300Nm，锚杆构件完好为合格。锚杆角度与井巷轮廊线的角度或岩层夹角符合规定为合格，顶板靠巷道两邦的锚杆，必须向巷道两邦倾斜，与铅垂线夹角为20。30。，两邦最下一排锚杆向下倾斜与水平线的夹角为30。45。锚杆外露长度符合设计规定，外露丝长度3050为合格。金属网及钢带施工质量网搭接严密，压实。网与网之间每隔100扭结一处，锚带压网紧贴岩处。锚杆排间距100为合格10001000锚杆规格202200锚杆安装人工安装锚杆距迎头900工业卫生四无、四整齐、五统一、六条线第三节 支护工艺一、 支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆为L=202200mm金属全螺纹钢等强锚杆；树脂药卷，规格L=28350mm；平托盘及异形托盘，采用屈服强度大于235MPa的钢材或球墨铸铁制作；球墨铸铁大托盘；锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSZ2535。M钢带长度为4.1米、3.2米；。2、金属网：金属菱形网使用10#以上铁丝编织，（长宽=5.01.1米）,网格尺寸为5050mm，网与网之间每隔100扭结一处。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼：打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时，必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的煤岩粉、积水清理干净。打眼时，必须在临时支护的掩护下操作，严禁空顶作业。打眼的顺序，应按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹眼时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人；把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽，开动风煤钻，使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风煤钻，搅拌时间为40秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，3分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于300NM。3、使用临时支护放炮后进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸，找好巷道成型，前移前探梁，前探梁使用大吊环,以调整打锚杆位置,先打顶板及两腮2根,在前探梁的掩护下使钢带挂网，钢带提前弯成拱形，在锚网带及前探梁的掩护下,再打拱基及两邦锚杆。第四章 施工工艺第一节 施工方法1、开门点为锚网喷支护，支护完整，施工前，首先对开门点附近10m范围内的支护进行加固，保护好巷道内的风筒、风水管、电缆等设备，防止放炮打坏，确认安全后，方可开门掘进。2、开门前由地质科测放中腰线，按片口大样图刷片口，刷片口由南向北逐米进行；片口施工完毕后按930方位、坡度为4，采用锚网带支护向东掘进，皮带机头硐室长度为10米。3、施工前先拆除开门处的轨道，将扒装机挪到开门以南15米，扒装机固定牢固，采用扒装机拐弯扒装。停掘的11117E回风巷迎头分三通通风。4、由于地质条件复杂，顶板破碎处必须加强支护，每5米打一根锚索，锚索成三花布置。4、巷道采用光面爆破法向前掘进时，根据煤岩层硬度周边眼距定为煤中为500600mm、岩石中为300400；最小抵抗线煤中不小于500mm、岩石中不小于300。第二节 凿岩方式本规程所施工的巷道均采用钻眼爆破的施工方法。一、 打眼机具： 采用7665M或7655 型风钻、MQT-90型锚杆机打眼，安装锚杆时使用MSZ-60型风煤钻，风源来自450水平压风机房。二、降尘方法： (1)湿式打眼(2)定炮使用水炮泥 (3)放炮前后洒水(4)冲刷巷帮(5)爆破喷雾(6)安设辅助水棚(7)设置手动水幕、冲击波水幕（8）潮料喷浆（9）个体防护。第三节 爆破作业一、炸药、雷管全岩巷道使用水胶炸药；煤矿许用毫秒延期电雷管（15段）,电雷管必须编号。二、装药结构全岩巷道采用串联、反向爆破,不偶合装药结构。三、起爆方式起爆使用MFB-100B型发爆器，采用全断面二次打眼、二次起爆的施工方法，四、光面爆破法：全岩采用光面爆破方法，眼痕率不低于50。 及时进行爆破观测，若该设计不能保证施工质量时，必须及时修改光爆设计。附：炮眼布置图：爆破说明表：附： 爆破说明书 断面名称：半圆拱断面（运输石门）炮眼名称眼 号眼深(米)眼距(米)角 ( 度 )装药量 ( 千 克 )爆破顺序联线方法封泥长度m水炮 泥块数/眼水平垂直每眼眼数总量掏槽眼141.81.00.578900.943.61串联0.5封满填实2辅掏眼581.61.80.590900.642.432帮眼9121.60.590900.341.242底 眼13191.60.46686860.674.252第一次起爆1911.4 Kg二圈眼20261.60.40.590900.674.222周边眼27351.60.490860.392.742第二次起爆16 6.9Kg合计3518.3编号项 目 名 称单位数量全岩半煤岩全煤1岩石种类及坚硬程度普氏（f）系数4、62水胶炸药Kg/m12.23煤矿许用毫秒延期电雷管个/m17.54雷管号数 #155循环进度m1.56炮眼利用率%93.757爆破体积 M311.15附： 爆破说明书 断面名称：皮带机头炮眼名称眼 号眼深(米)眼距(米)角 ( 度 )装药量 ( 千 克 )爆破顺序联线方法封泥长度m水炮 泥块数/眼水平垂直每眼眼数总量掏槽眼141.80.80.580900.943.61串联0.5封满填实2辅掏眼581.60.590900.642.422辅掏眼9121.60.590900.642.432帮 眼13161.60.590900.341.232顶 眼17241.60.53590900.382.44底 眼25321.60.51490860.684.852第一次起爆计3212.8Kg2辅助眼33351.60.590900.631.832二圈眼36401.60.490900.653.04周圈眼41501.60.3590900.3103.05第二起爆计187.8Kg合计总计5020.7Kg编号项 目 名 称单位数量全岩半煤岩全煤1岩石种类及坚硬程度普氏（f）系数4、62水胶炸药Kg/m13.83煤矿许用毫秒延期电雷管个/m33.334雷管号数 #155循环进度m1.56炮眼利用率%93.757爆破体积 M315.92附： 爆破说明书 断面名称：刷片口炮眼名称眼 号眼深(米)眼距(米)角 ( 度 )装药量 ( 千 克 )爆破顺序联线方法封泥长度m水炮 泥块数/眼水平垂直每眼眼数总量开邦眼141.10.590900.382.41串联0.5封满填实1开邦眼5101.10.590900.361.831开邦眼11181.10.590900.382.441开邦眼19331.10.490900.3154.551合计339.9编号项 目 名 称单位数量全岩半煤岩全煤1岩石种类及坚硬程度普氏（f）系数42水胶炸药Kg/m9.93煤矿许用毫秒延期电雷管个/m334雷管号数 #155循环进度m1.06炮眼利用率%917爆破体积 M3第四节 装、运岩(煤)方式一、装岩（煤）方式：施工前将扒装机挪到开门以南10米，将扒装机固定牢固，采用拐弯扒装。巷道掘进时迎头煤矸采用ZYP-17KW型耙斗式耙装机装煤岩，耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800mm，固定楔的孔深岩石中不小于400，煤中不小于600mm。耙装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设封闭式挡绳栏栏杆，固定牢固。耙装距离最大为60m，最小为6m。二、运输方式1、运输：迎头煤矸经ZYP-17KW耙装机装一吨标准矿车，11117E运输巷、11117石门内采用人力或小电车运输，113轨道下山采用2.5米提升，11117片口一次提升四个一吨标准矿车。2、运料：从地面经三立井松至三立井井底，经210井底车场，-210 东大巷，矸石井送到450一采后组石门上车场，经113轨道下山运输到11117石门，11117E运输巷到11117东运输石门迎头。第五节 管线风筒吊挂及轨道铺设掘进施工中所敷设的风水管路、排水管、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。风水管要接口严密环环吊挂，不得出现漏水漏风现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用二寸铁管（PVC管），要随工作面推进及时延长，以备迎头使用。 迎头掘进临时轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定：轨距：允许误差+10、-5毫米。水平：不大于10毫米。轨缝：不大于5毫米。接头平整度：不大于3毫米。轨枕间距：不大于0.9米。轨型一致且不小于18Kg/m，磨损锈蚀不超限。构件齐全，紧固有效。第六节 设备及工具配备序号名称规格型号单位数量备注1风钻7665M或7655型部22风煤钻ZMS60型部13风镐D-1部14放炮器MFB-100型闭锁式部1自用5局部通风机2BKJ5.6型部2双风机双电源6风钻钎子0.8、1.2、1.72.3M根6每班每种各两根7大锤10P把28 铣把59镐把210拉拔器30吨部111测杆1.6米根112吹眼器根113扭力扳手0.8米把114扭力扳手扭力检测工具把115炸药箱个116雷管盒个117水炮泥箱个118炮头盒个119炮泥箱个120工具包（内有线绳、皮尺、粉笔、钻头、钳子、扳手）个1说明：以上工具设备共用部分必须爱护使用，自备部分必须妥善保管，以旧换新第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织采用“三八”制正规循环作业、平行作业方式。采用半圆拱形断面, 循环进度为 1.5米，每班一个循环，日进4.5米，正规循环率为80%，月进108米。采用综合掘进队分三班施工，全队在册54人，每班18人，正常出勤15人，出勤率为83.3%。其中包括队长一人，专职爆破工一人，机电维护工一人，共同担负迎头打眼、爆破、排矸、支护、铺道等工作。特殊工种必须持证上岗。附劳动组织表 班次工 种出勤人数备 注一班二班三班小计打眼工66618迎头工放炮工1113专职持证扒装工1113持证支护工66618迎头工兼推车工4444迎头工兼摘挂钩工2226持证耙装机司机1113持证绞车司机111持证机电维护工1113持证小电车司机111持证局部通风机司机1113副队长兼安全网员1113副队长兼质量验收员1113专职队长2226合计18181854 在册第二节 循环作业图表 为保证正规循环作业，迎头施工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合理交叉，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。附：正规循环作业图表 工序编号班次工序时间（分）工序名称工序所需时间 (分)循 环 作 业 时 间早班中 夜 班6 7 8 9 10 11 12 13 1414 15 16 17 18 19 20 21 2222 23 24 1 2 3 4 5 6 1交 接 班102敲帮问顶103打下部眼504洒水防尘105装药爆破306通防洒水107敲帮问顶108打上部眼309洒水防尘1010装药爆破2011通防洒水1012加固永久支护1013临时支护2014洒水扒迎头6015洒水刨帮1016永久支护12017洒水排矸6018通 风480第三节 主要技术经济指标序号项目单位数 量皮带机头运输石门1巷道总长度101402在册人数人54543出勤率83.383.34循环进度1.51.55每班循环次数个116日循环次数个337日进度4.54.58月进度1081089效率/工0.10.110坑木消耗3/m0.010.0111炸约消耗/13.812.212雷管消耗发/33.3317.513炮泥/13.33714水炮泥个/66.663515锚杆消耗套/9716锚固剂消耗个/181417钢带/27.9318.6218油脂/0.60.519风煤钻部/百米1.21.020菱形网/8.57.521风水管/百8622风筒/百464023放炮母线/1.41.324配件元/131225其他元/454026风钻部/百米0.3160.31627风钻钎子根/米0.260.2628风钻钻头个/1.61.4第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在11117石门片口以上30米处新鲜风流中，最长供风距离为1300m。一、掘进工作面风量计算：每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、局部通风机实际吸风量、人数、风速等规定分别进行计算，取其中最大数作为工作面迎头的需要风量。按瓦斯涌出量计算：Q1=100q瓦k（m3/min）1000.22=40 m3/min按同时工作最多人数计算: Q24N420=80 m3/min按最低风速计算：Q315S掘=1510.61=159m3/min(4)掘进工作面风量验算： 工作面回风流中瓦斯、二氧化碳浓度不超1%，其它有害气体符合煤矿安全规程中第100条的规定.根据计算、验算结果：该迎头最大需风量为Q159m3/min选择2BKJ-5.6型对旋式风机P=112, Q=260 m3/min为主风机, 副风机选用2BKJ-5.6型对旋式风机P=112，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风方式。 二、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在11117石门片口以上30米处新鲜风流中，该处（局部通风机吸风口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.15m/s。2、通风系统113轨道下山新风局部通风机11117石门11117E运输巷待掘迎头乏风11117E运输巷-11117W平巷700运输上山-600煤仓回风巷113回风下山总回。附：局部通风机安装位置图(6-1)。附：通风系统示意图(6-2)。第二节 压风系统风源来-450水平压风机房、-450m井底车场、一采后组石门、113轨道下山、11117片口石门、11117E运输巷接入迎头，分别用4寸、2寸铁管（或PC塑料管）和25mm高压胶管接至迎头。压风机房的风压为6 MPa，迎头风压最小为4MPa。压风系统：-450水平压风机房-450m井底车场一采后组石门113轨道下山11117石门11117E运输巷待掘迎头。附：压风系统示意图(6-3)。第三节 防尘系统防尘水源来自-450水平老一采石门六层大巷储水池，自老一采石门水管经113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山11117石门11117E运输巷迎头，分别用2寸、16mm高压胶管接至迎头，每50米设三通一个。冲击波水幕距迎头不得超过30米，要求悬挂于顶板，冲击板要易于打开，不得受风筒和其他物件挤压；手动水幕距迎头不得超过50米，冲击波水幕和手动水幕要能覆盖全断面，并且喷头向迎头方向呈45度角，雾化良好。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。防尘系统：老一采石门水管113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山11117石门11117E运输巷待掘迎头。侧式供水钎子巷道内水幕扒装洒水装水炮泥水针冲刷岩帮水管附：防尘系统示意图(6-4)。第四节 防灭火掘进时采用风钻打眼，锚网带支护方式，爆破喷雾，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。用备用沙子、岩粉直接灭火，控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自老一采石门六层大巷储水池经老一采石门113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山11117石门11117E运输巷待掘迎头。防火系统老一采石门水管113轨道下山15片口以上旧配电所113轨道下山11117石门11117E运输巷待掘迎头。 侧式供水水管巷道内水幕 扒装洒水管装水炮泥水管冲刷岩帮水管第五节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度1.0%CH4，断电浓度1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得大于200mm。3、监测设备型号：探头型号：KGJ10Z；电缆型号：PUYZR1147/0.52；风速传感器型号（测风牌板处）：KGF2；分站型号KJF23B；一氧化碳传感器型号：KGA3附：安全监测仪器仪表示意图 (6-5)。第六节 供电系统该迎头掘进施工中，电源来自-700水平配电点，供电方式为采用单独变压器供电，双风机必须做到自动切换，经DW80-350开关橡胶电缆接至DW80-350开关，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50mm。必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。供电说明：1） 供电地点：主机电源来自700水平配电点，付机来自450水平配电所。2） 供电方式：采用单独变压器供电，双风机必须做到自动切换附：供电系统示意图(6-6)。第七节 排水系统根据地质说明书的有关资料，施工中无水害影响。排水系统：迎头积水11117E运输巷11117石门113轨道下山一采后组石门水沟-450泵房-450井底车场人行井-210泵房地面。附：排水系统示意图(6-7) 。第八节 运输系统一、煤矸运输系统：迎头煤矸经ZYP-17KW耙装机装一吨标准矿车，11117E运输巷、11117石门内采用人力或小电车运输，113轨道下山采用2.5米提升，11117片口一次提升四个一吨标准矿车。二、物料运输系统：从地面经三立井松至三立井井底，经210井底车场，-210 东大巷，矸石井送到450一采后组石门上车场，经113轨道下山运输到11117石门，11117E运输巷到11117东运输石门迎头。附：运输系统示意图(6-8)。第九节 通讯系统本工作面安设的电话，采用煤矿井下防爆电话, 安设在巷道宽敞卫生的地点或车房、躲避所内，电话附近应有人员活动，保证通讯畅通。电话能够直接和主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、上下山绞车房、水泵房、带式输送机集中控制硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。第七章 灾害预防及避灾路线一、 灾害预防（一）防治瓦斯的措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到一炮三检并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m处的地点。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁打眼；爆破地点附 近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓 度达到1.5时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5 时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20m内，必须停止工作，撤 出人员，切断电源进行处理。3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将 处理结果记入专用记录本中备查。5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电闭锁装置。（二）防止自燃发火的措施1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。2、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录查。3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。4、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。二、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：1、 若迎头发生水灾时，施工人员应按如下路线进行撤离。待掘迎头11117E运输巷11117石门113轨道下山一采后组石门-450井底车场人行井-210大巷三立井地面。2、 若迎头发生火灾事故时，迎头施工人员应按如下线路进行撤离。待掘迎头11117E运输巷11117石门 113轨道下山一采后组石门-450井底车场人行井-210大巷三立井地面。附：避灾路线示意图。第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前，由区（队）长负责组织，技术人员负责传达批准的掘进作业规程,传达后进行签字、考试，成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前，技术科必须提前给出开门位置，现场标定好中腰线，严格按线施工。3、开门前，必须对开门点附近10m范围内的巷道进行检查加固，并将风水管路、电缆落地用旧皮带保护好，以防放炮打坏。4、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机并接好风筒，准备各种支护材料。第二节 “一通三防”管理一、通风管理1、每个掘进工作面开工前，必须按煤矿安全规程及掘进作业规程要求安装局部通风机，保证有足够的风量，严禁采用扩散通风。安设局部通风机必须严格执行煤矿安全规程第128条中的规定。加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒按断面图所示位置吊挂，平直、无脱节、无破口，矿车和物料不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头全岩巷道不大于10m，煤巷及半煤巷距迎头不大于5米，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3。风筒拉线吊挂。风筒的悬挂必须保持平、直、稳。逢环必挂，拐弯处要设弯头。分岔处要设三通。过墙处要使用铁风筒。风筒接头要严密不漏风。风筒要及时延长和缝补破口，提高出口风量，坏的风筒要及时更换。3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板、监测牌板及探头。4、局部通风机要正常运转，任何时间都不得停止运转，局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置挂设“严禁人员入内”的警戒牌，迎头严禁爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。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，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。6、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。7、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。二、防尘管理1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面30m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，定炮必须使用水炮泥。3、扒装前对岩堆洒水降尘。4、冲击波水幕距迎头不得超过30米，要求悬挂于顶板，冲击板要易于打开，不得受风筒和其他物件挤压；手动水幕距迎头不得超过50米。冲击波水幕和手动水幕要能覆盖全断面，并且喷头向迎头方向呈45度角，雾化良好，爆破时降尘。放炮员在联炮后向外敷设母线时开启水幕，放炮后等炮烟散净后关闭水幕。5、防尘管路必须接至迎头，每50m设三通一个，以便及时降尘。6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。三、防火管理巷道掘进时采用风钻打眼，爆破喷雾灭尘，防火的重点是防设备、电缆和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。第三节 顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查加固。2、施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、定炮、安装锚杆过程中必须清除危岩、排除隐患。3、找顶时必须遵守下列规定：找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里、先顶部后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。找顶工作人员应戴手套，用长把工具（把长不小于1.5米）找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、每次爆破后，要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查巷道支护等情况，并对巷道的支护进行加固后，在临时支护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行永久支护。5、爆破后及时使上前探支护，并用专用方木、枇子、木楔接实顶板，在移动前探梁时，要从外向里在支护好的锚杆下进行。6、过断层、顶板破碎、压