掘进工作面规程.doc

目 录第一章 概 述 1一、施工范围 1二、掘进范围内已有的采掘情况 1三、巷道用途及服务年限 1四、掘进工程量 1第二章地质概况 2第一节、地面相对位置及邻近采区开采情况 2第二节、煤层及其顶底板特征情况 2第三节、地质构造 3第四节、水文地质 3第五节、煤岩层综合柱状图 3第三章 巷道布置及施工方法 3一、巷道平面布置图附后 3二、巷道布置说明 3三、施工方法 4第四章 永久支护 4一、巷道断面图附后(详见图1、2、3、4、5、6、7、8) 4二、巷道规格及支护材料 4三、永久支护说明 4第五章 临时支护 12一、支护形式 12二、使用方法 12第六章 施工方式及劳动组织 13一、施工顺序及队伍配备 13二、循环作业方式 13三、工艺流程 14四、劳动组织 14五、循环图表： 15第七章 施工设备及供电 15一、装运方式 15二、掘进机械设备 15三、供电系统图附后 17四、供电系统说明 17第八章 爆破设计和掘进机割煤 17一、设计依据 17二、爆破布置图 18三、爆破参数表 18第九章 通 风 19一、掘进工作面通风系统图附后 19二、通风系统 19三、掘进工作面避灾路线图附后 20四、避灾路线 20五、通风方式及风量 20六、安全监控 22七、通风措施 23第十节 质量要求及保证措施 24一、掘进 24二、文明生产 25三、永久支护 26A、锚网索支护 26B、U25钢支护 28第十一节 安全技术措施 28一、顶板管理 28A、锚网索支护 28B、锚网索支护监测 30C、U25钢支护 31二、爆破 32三、瓦斯管理 33四、综合防尘 22五、装运措施 34A、装岩机 34B、小绞车运输 36C、平巷运输 38D、刮板输送机运输 39E、胶带输送机运输 40六、综掘机司机 40七、巷道贯通 43八、防探水 44九、其它安全技术措施 45十、开口及特殊地点施工安全技术措施 45十一、防灭火措施 45第十二章 事故处理预案 46第十三章 预计技术经济指标 47第十四章 规程贯彻记录 48第一章 概 述一、工作面施工范围该工作面井下位于+1200水平北采区，地面相对位置为本矿工业广场院墙(北)以北3202500m的木头沟，沟宽150m左右，为夏秋雨季有少量水、冬春季干涸无水的季节性河沟，河沟两侧均为中低山。地面无任何建筑物。本工作面地面标高+1492 +1559m,工作面标高+1215+1397m,平均走向1050m。平均倾斜长148m面积158760m;可采储量124万吨。二、掘进工作面掘进范围内已有的采掘情况井下位于+1200北翼大巷附近。地面至井下垂直深度197287m，井上、井下互无影响。三、巷道用途及服务年限该工作面运料巷、配溜子道、切眼用于该工作面生产过程中的出煤、进回风，设备的安装和运输及行人，服务于掘进和回采的全过程。抽放硐室则作为抽放大煤煤层的瓦斯使用。巷道的服务年限等同于1201N采煤工作面回采。四、掘进工程量 ：第二节 煤层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距该掘进巷道系1201北综放工作面的回风巷，巷道布置在2#煤中，沿2#煤底板岩掘进。2#煤的煤层产状：走向：NE2026，倾向NW，倾角3750。在掘进区域内，2#煤铅垂厚度6.010.0m，平均厚度7.7m。掘进中还会揭露局部“沉积基底不平”、“底鼓”等，对掘进工作会有一定影响。煤层顶、底板岩性：煤层顶板变化较大，大部分煤层直接顶为灰色粉砂岩或砂质泥岩，厚度8.0m，f=46.14;部分地段有泥岩或砂质泥岩伪顶，厚度00.5m，含植物根部化石，易与上部岩石发生离层;老顶，细中、粗粒砂岩，浅灰色，厚311m，f=6.31。煤层底板为泥质或炭质粉砂岩，灰深灰色，间夹薄煤层，f=34.7。2#煤下距3#煤3137m;距5#煤53m左右。二、煤层瓦斯、煤尘、煤自燃及地温根据山西省静乐县地方国营杜家村煤矿资源整合地质报告提供的资料，2#煤煤层瓦斯绝对涌出量为0.584m;/min，相对涌出量为1.61m;/t,鉴定为低瓦斯矿井。本矿井1201(南)面回风巷和运煤巷掘进中均发生瓦斯及硫化氢气体异常涌出，因此，该巷掘进中应加强瓦斯监测监控及通风管理工作。2#煤煤尘爆炸性，据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年在本矿1201南面采样化验鉴定，结论为：有煤尘爆炸性，抑制煤尘爆炸最低岩粉量45%。煤层自燃性：据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年在本矿1201南面采样化验鉴定，煤层自燃倾向性等级为类，有自燃倾向。地温：至今尚未发现地温异常。第 三 节 地质构造本井田位于宁武煤田宁静向斜东翼，构造形态总体上属于走向北东向北西倾斜的单斜。地质构造总体上简单，以断裂构造为主。原杜家村矿过去开采及本矿1201南面掘进揭露情况，在2#煤中仅发育少量断层。在+1200水平大巷、水仓、变电所等处掘进过程中，多处揭露(穿过)F1断层。该断层为一东升西降走向正断层，其产状为：走向北东20，倾向北西，倾角6070，落差79m。所揭露断层的层位均在2#煤的底板岩石及3#5#煤之间，该断层向上延展至2#煤并未将煤层断开，而是形成了“挠曲”构造形态。因而在F1断层延展的部位上，2#煤局部倾角加大。另外，现场观察， F1断层在2#煤中虽未显露，但其延展部位附近，煤层顶板有“异常破碎区”存在，初始观察似采空冒落区一般，岩块大小不一，相互镶嵌，岩块之间无充填、无胶结，给支护工作带来困难。此外，在煤层中经常可见到因受挤压而产生的裂隙及“摩擦镜面”，这些构造面，对煤层完整性产生破坏;对巷道支护工作有一定影响。该巷道掘进中，可能会揭露一些勘探阶段未探明和控制的断层或其他构造，届时根据揭露情况再作现场观测与分析。第四节 水文地质一、充水因素分析对1201北面掘进(回采)工作构成影响的充水因素主要来自两个方面：1、2#煤老顶K3砂岩水。K3砂岩位于2#煤上部，大部分地段由直接顶相隔，局部直接覆盖在2#煤上，厚度35m，含裂隙承压水，是直接影响工作的主要充水因素。据D6号钻孔抽水试验，q=0.03L/sm，富水性弱，但该层砂岩含水性不均一，砂岩中有时有小型溶洞发育。+1200水平北翼大巷迎头至+1200北回风巷H1导线点这一段，在掘进过程中，顶板涌水量加大。2008年12月，1201北回风巷自Q3点向外(南)掘进。当时下帮破顶掘进，顶板即有淋水涌出，涌水量小于10 m;/h 。12月30日10时40分，迎头位置在Q3点以南11m，顶板出水突然加大，瞬时涌水量接近200m;/h(目测)。十几分钟后，水量减少;40分钟后，实测涌水量62m;/h;24小时后实测涌水量22m;/h。水量稳定。该迎头出水后，原北翼大巷迎头不再涌水，Q3点附近的原出水点也干涸，1201北回风巷迎头处的淋水涌水量也有所减少。目前，仍有16m;/h的水量涌出。后经分析认为涌水量突然加大的原因是此处存在顶板“异常破碎区”，破碎区内缝隙大，储存水，揭露后即集中涌出。预测该巷道在掘进中还可能遇到类似的顶板砂岩集中富水段，对正常掘进会产生影响，但一般对人身及矿井安全则不会构成直接危害。2、老窑采空区积水。该掘进巷道东侧由南向北先后相邻原杜家村矿2107面采空区、桦洼、梨树嘴老窑采空区、原庄车坪矿采空区等。其中：(1)2107采空区边界已清楚，已留出60m的隔离煤柱，满足安全要求。(2)桦洼、梨树嘴两处老窑早已废弃，老空内应存有积水及大量有害气体。开采状况及老窑采空区边界不详，开采水平一般在+1400以上。该巷距2#煤1400m等高线有150200m的间距，满足安全要求。(3)原庄车坪矿2006年以后已经关闭，开采情况及开采边界不清楚，采空区及老巷内肯定存有大量积水及有害气体，是对该巷掘进及1201北面回采构成威胁的最主要充水因素。二、防治水措施：1、为防止顶板砂岩水对巷道施工带来影响，巷道应尽量沿伪斜上坡掘进，并在下帮预留水沟，以利疏水。若巷道形成低洼存水时，应在低洼部位安设排水设备排水。2、为防止遇老空透水，对原庄车坪采空区推定了一个边缘线，自边缘线外推60m作为积水采空区警戒线。巷道迎头接近警戒线后，必须编制专门探水措施，先掘钻探硐室，打钻进行超前探测，超前距30m，在掘进过程中坚持探水掘进，先探后掘探7m掘3m，保证4m超前距。否则不得冒然施工。此外还要积极利用物探手段，查清采空区边缘，并根据回采时对放水煤柱的要求，计算放水煤柱宽度，与实际隔离煤柱对比，确定安全与否，并进一步制定防治水措施。3、巷道临近D2号钻孔、杜2号钻孔时，要认真观察水情变化，若迎头发生出水或原涌水量有明显加大时，应作为疑似封孔不良钻孔导水，提前20m距离对钻孔进行探查，边探边掘，否则，不得冒然施工。六、煤层柱状图第三章 巷道布置及施工方法一、巷道布置平面图附图1-1：1201北工作面平面布置图。(1：1000)二、巷道布置说明运料巷设计开口位置在N25点前5m处，按测量部门给的中线，沿煤层底板施工，巷道设计总工程量140m。配溜子道设计开口位置在Q40点前56m处，按测量部门给的中线，沿煤层顶板施工，巷道设计总工程量913m。切眼设计开口方位282，按测量部门给的中线，沿煤层底板施工，巷道设计总工程量148m(斜距)。严格按生产技术部测量组给定的中线摸底施工，过断层巷道段严格按中腰线施工。巷道具体布置详见设计平面图。三、施工方法当顶板围岩稳定时，每循环截割两排(1.8m)，支护完后进行下一循环。当顶板围岩破碎时，采用短掘短支(0.9m)形式掘进。1、采用EBZ200掘进机掘进，操作顺序为：截割时利用截割头上下、左右移动截割出初步断面形状，然后根据中线或激光束指定的断面形状进行修正。当截割较软岩石(煤)时，采用左右循环向上截割;当截割较硬岩石(煤)时，采用由下向上左右循环截割。附图:掘进机截割线路图2、切眼、配溜子道掘进均采用钻爆法落煤(岩)，耙岩机装载，配合皮带运输机出煤(岩)，再配合耙岩机装入1t的矿车出煤(岩)，运料采用人工装运或小绞车牵引1t的矿车运输。切眼采用搪瓷溜槽跟迎头，后路耙岩机装载配合皮带运输机出煤(岩)。第四章 永久支护附图1-2：巷道断面图(图中未标注单位均为mm，比例1：50)三、永久支护说明(一) 1201N运料巷、配溜子道、联络巷1201N运料巷、联络巷顶煤岩坚硬完整无裂隙采用锚带网+锚索支护，巷道为圆弧拱形断面，净规格35003000mm(净宽净高)，锚杆间排距为800800mm(间距排距)。配溜子道采用锚带网+锚索支护，巷道为圆弧拱形断面，净规格38003000mm(净宽净高)，锚杆间排距为800800mm(间距排距)。1、顶板采用6根22L2500mm的全螺纹钢等强锚杆。每根顶锚杆配备1个K2335、2个Z2335型树脂药卷，配“W”钢带(42002805mm) 及10#金属菱形铁丝网(4500900mm)支护。2、帮部采用6根22L2500 mm全螺纹钢等强锚杆配“W”钢带(22002805mm)及10#金属菱形铁丝网(2200900 mm)支护，两帮底锚杆距底板控制在300mm。金属菱形铁丝网横向串联,纵向用14号铁丝每200mm扎实联结一处,网要拉平铺展,不延网不悬空。3、顶锚索沿走向布置三趟，五花型布置，间排距为16002400mm(间距排距),锚索长度7000mm，每根锚索配备1个CK2360、3个Z2360树脂药卷。锚带网+锚索支护确保支护强度和支护质量达到质量标准化要求。当过断层、顶板破碎时，锚杆间排距缩小为800600mm(间距排距)，锚索支护改为双排布置，间排距为16001600mm(间距排距),(二)切眼切眼断面为矩形，净规格为：70002600mm，(净宽净高)，采用锚网索+W钢带联合支护。1、顶板采用6根22L2500 mm全螺纹钢等强锚杆、每根锚杆均用Z2835型3支树脂锚固剂固定，顶板采用17.8L9000 mm锚索;锚索托梁采用12#工字钢，长度2000mm;每根锚索托梁两端各打一根锚索，五花布置。托“W”钢带(42002805mm) 及10#菱形铁丝网(4500900mm)支护，每根锚索均用4支树脂锚固剂固定，树脂锚固剂直径为28mm，锚固剂型号为1支CK2860和3支Z2860型。2、两帮采用8根16L2400 mm圆钢锚杆配“W”铁护板(3502503mm)及双抗塑料网(2600900 mm)支护，每根锚杆均用2支Z2835型树脂锚固剂固定。顶板锚杆间排距700mm800mm，锚索间排距1600mm1400mm，两帮锚杆间排距800800mm，锚索施工在钢带眼上，锚索施工紧跟迎头;切眼分二次施工，先掘大断面，规格为：40002600mm，(宽高)。再扩之到设计规格。扩切眼前，打设一排一梁三柱(液压点柱)，间距1.0m，板梁采用200mm的一面平板梁，板梁长度2.6m，板梁距帮0.3m，点柱柱头必须用尼龙绳拴在顶板菱形网或锚杆上拴好拴牢。液压点柱采用外注式，规格2.8m，初撑力不小于90KN，点柱必须穿铁鞋。(三)躲避硐室(其它硐室)断面为矩形：宽高深=2.01.81.4m(净)。锚杆间排距为700800mm(间距排距)，锚杆采用20L2000mm的全螺纹钢等强锚杆。每根顶锚杆配备3个Z2335型树脂药卷，配“W”钢带(22002805mm) 及10#金属菱形铁丝网(4500900mm)支护。第五章 临时支护一、支护形式：1201N运料巷、配溜子道、联络巷每循环割煤或放炮后，先进行敲帮问顶，找净活石危岩后，挂金属网片，然后使用前三根探梁作为临时支护，顶部及两肩窝各使用一根。切眼顶板采用带帽的轻型玻璃钢液压点柱做临时支护(数量不少于2根);迎头采用超前锚杆做临时支护(数量23根)。二、使用方法1、使用方法(1)每循环割煤、放炮后炮烟散净，确认安全正常后，自外向里检查维护支护，检查前探梁及迎头支支护的稳固性，敲帮问顶，找净活矸危岩，排除不安全隐患。(2)在班组长的统一指挥下，确认无活矸危岩后，挂网连好网，上钢带背实顶板，插好打牢打紧木楔，使前探梁升到上梁高度。(3)在斜巷施工必须使用防滑链。(4)临时支护时间不超过10分钟 。2、技术要求(1)前探梁采用型钢或采用3寸不小于4m的优质钢管制作。(2)吊环采用22螺纹钢或使用不小于7mm厚的钢板制作制作。(3)前探梁要均匀布置在支架的中线两侧，间距0.8-1.6m。(4)所有前探梁必须打紧木楔，不得松动。(5)审帮问顶后及时采用顶锚杆或锚索固定梁卡子，交替前移前探梁。用于挂前探梁的锚杆外露长度必须达到3050mm以便固定卡子。前探梁卡子上好后，螺母必须上牢，锚杆外露不得小于510mm。三、控顶距离最大控顶距1.0m;严禁空顶作业。第六章 施工方式及劳动组织一、施工顺序及队伍配备1201N工作面配溜子道、运料巷、切眼掘进各一个施工队进行施工。二、循环作业方式2.循环作业方式炮掘：采用“三八制”作业循环方式，每日配置三个小班，每小班两个循环，每个循环0.8m，班进尺1.6m，日进4.8m。综掘：采用“三八制”作业循环方式，每日配置四个小班，其中三个生产班，一个生产准备班。早班生产班三个循环生产，准备班利用两次割煤时间间隙检修设备，其它时间做生产准备工作。每班采取多循环作业，每班班3个循环，每个循环进度0.8m，班进尺2.4m，日进7.2m。三、工艺流程、炮掘：安全检查准备工作(风、水、钻眼机具)划线点眼位打眼装药爆破通风临时支护出煤(砟)永久支护打注锚索。安全检查：在进入工作面之前，首先对顶板、巷帮、通风等情况进行检查，发现安全隐患及时处理。准备工作：接好风水管线，准备好钻眼机具，进行设备试车。划线点眼位：校正中线，点出炮眼位置。打眼：按点出的炮眼位置和爆破图表规定的角度、深度进行钻眼。装药爆破：按爆破图表规定的药量进行装药爆破。通风：吹出炮烟及爆破后产生的有毒有害气体。临时支护：爆破以后先敲帮问顶找掉悬矸围岩，挂网及时前移前探梁，上钢带用背木背好顶板。出煤(砟)：出煤矸前先晒水，在采用耙岩机扒至运输皮带。永久支护：在有效的临时支护下，按设计打注好顶锚杆，先中间在两边，先顶后帮，两帮锚网支护：按规定的间、排距打出两帮锚杆眼，铺好两帮铁丝网(塑料网)，上好钢带，紧固螺丝。打注锚索：如果锚索距迎头距离达到4m以上，要及时打注锚索。锚索必须打在两排钢带之间。、综掘：交接班安全确认截割出煤敲帮问顶临时支护(挂顶网架设钢带)打顶锚杆出煤打注帮锚杆打锚索四、循环作业图表1、巷道炮掘班循环图表 (图表1-4)第九章 通风一、通风系统及避灾路线(见附图)二、通风系统(1)、运料巷掘进通风系统新鲜风流：主井水平煤仓1201N补充回风巷1201N轨道上山运料巷掘进工作面乏风流：掘进工作面运料巷 1201N补充回风巷北翼回风上山总回风(2)切眼、配溜子道掘进工作面通风系统进风：副井车场1201N运输巷溜子道掘进工作面切眼回风：掘进工作面溜子道1201N运输巷北翼回风巷总回风配溜子道回风：掘进工作面溜子道副井车场副井地面三、避灾路线：1、避灾路线运料巷、掘进工作面避水灾路线：掘进工作面1201N运料巷1201N轨道上山1201N北补充回风巷北翼回风上山-总回风地面切眼、配溜子道掘进工作面避水灾路线：1201N切眼：掘进工作面1201N溜子道1201N轨道上山1201N补充回风巷北翼回风上山风井配溜子道：掘进工作面1201N配溜子道溜子道1201N轨道上山北翼回风上山风井地面配溜子道、切眼掘进工作面避火、瓦斯路线：掘进工作面切眼配溜子道1201溜子道副井车场副井升坑运料巷掘进工作面避火、瓦斯路线：掘进工作面1201N运料巷1201N溜子道副井车场四、风量计算：掘进工作面实际需要风量，应按照制定的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。(1)按CH4浓度不超过1%计算按CH4涌出量: Q掘=100qCH4K掘通=1001.60.584=93.44m3/min式中：qCH4-绝对瓦斯涌出量，取0.584m3/minQ掘掘进工作面需要风量，m3/min;100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值;q CH4掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min;K掘通掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定(掘进工作面最大绝对涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常，机掘工作面k=1.52.0;炮掘工作面k=1.82.0。(2)按每次放炮最多装药量计算Q掘10A=1016.4=164m3/min 式中：A-一次放炮最多装药量取25.2kg式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;10每千克炸药爆炸不低于10m3的配风量;掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，Kg;(3)按最多人数计算Q掘4N=432=128m3/min(32人为两班交接班最多人数)式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min;N-工作面同时最多工作人员，取32人。(4)按局部通风机的实际吸风量计算为：煤与半煤岩巷掘进：Q掘=Q通I+600.25S=4001+600.2512.03=430.45m3/min该工作面配风量不小于430.45m3/min。Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;Q通掘进工作面局部通风机的额定风量，215Kw局部通风机吸风量取400m3/min;I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台;S局部通风机安设位置巷道断面积，取12.03m2。(5)风速计算：A、按最低风速验算：Q掘60V小S=600.2512.03=180.45m3/min式中：Q按以上1-4分别计算后，取其中的最大值，595.3m3/min;V小掘进工作面最低风速m/s，岩巷为0.15m/s，煤巷及半煤岩巷为0.25m/s。S掘进巷道净断面积，m2。B、按最高风速验算：Q掘240S=24014.8=3552m3/min式中：240按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数;S掘进工作面的断面积，m2。3、局部通风机的选型及安装地点：根据以上计算，局部通风机选择为215kw的对旋式风机向工作面供风。安装局部通风机的地点全风压风量大于局部通风机的吸风量，且满足局部通风机吸风口至掘进工作面回风口之间的最低风速不小于0.25m/s，固选择在原1201N运输巷以里10m处。五、安全监控：1、便携式甲烷检测报警仪的配备和使用：(1)区管理人员下井时，必须佩戴便携式甲烷检测报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的检测，如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须查明原因，采取措施处理。(2)爆破工下井担任爆破工作时，必须佩戴便携式甲烷检测报警仪和光干涉甲烷测定器，在爆破地点每次爆破时时进行“一炮三检”工作，并做好记录。(3)当班的班组长下井时必须随身佩戴便携式甲烷检测报警仪，并在掘进工作面5m范围内非风筒侧悬挂便携式甲烷检测报警仪，当报警仪报警时，停止工作，并进行处理。(4)电钳工下井担负机电维修工作时，必须佩戴便携式甲烷检测报警仪，在检修工作地点20m 范围内检查甲烷气体浓度，仪器报警时不得通电或检修。2、甲烷传感器的配备和使用：(1)通风监测仪表的数量和型号：通风监测仪表由通风区专职人员管理，各掘进工作面设有独立的监测分站，其型号为KG2007G1，距头小于5m设一甲烷传感器，后路回风流中设一甲烷传感器(开口以里1015m)，其型号为KGJ15，悬挂于非风筒侧，距顶0.3m，距帮0.2m。(2)掘进工作面风流及后路回风流中的甲烷传感器，甲烷报警、断电浓度为0.8%，断电范围：掘进工作面巷道中全部电气设备，复电浓度0.8%。(3)瓦斯监测布置图附后(图21)。3、通讯本工作面安设的电话(电话号码706、 60091)能够直接和主(副)井绞车房、井底车场、井下主要水泵房、井下中央变电所等井下各地点和地面风机房、矿调度室等地点联系。六、通风措施：1、掘进工作面采用局部通风机压入式通风。通风机和启动装置必须安装在距回风口不小于10米的进风巷道中，用链条或钢丝绳吊挂在顶板上，且要吊挂平稳，保持距临近轨道0.7米以上的间距，通风机5米范围内不能有杂物，通风机必须安设消音器。风机起吊锚杆、链条或钢丝绳每日由早班修理工检查牢固情况，并留有记录。2、通风机吊挂时，必须在其上方顶板处打设3根专用起吊锚杆，锚杆间距400mm，抗拔力不小于64KN，然后用锚兰连接40T链条或新5分钢丝绳套(最少3付卡子)，另一头与风机联接环连接好。3、风筒口到掘进工作面的距离：煤巷及半煤岩巷不得超过5m，风筒必须吊挂在专用钢丝绳上，钢丝绳固定在顶板上，用花兰螺栓拉紧。风筒要吊挂平直，逢环必挂，不出现死弯或被挤压，不出现跑漏风现象，跟头风筒不落地，保证掘进工作面有足够的风量，如风筒和胶带输送机在巷道同一侧时，风筒吊环吊挂距顶板不大于400mm，顶板起伏较大时，风筒下沿距底板不小于1.6m。4、局部主通风机和掘进工作面的电气设备，必须装有切断局部通风供风巷道中的一切电源的设施。掘进工作面应装设两闭锁(风电闭锁和瓦斯电闭锁)设施，当主通风机停止运转或掘进巷道瓦斯超限时，能立即自动切断局部通风机供风巷道中的一切电源。5、局部风机应有双风机双电源自动切换装置。即：主通风机停止运转时，能切换到备用通风机，备用通风机停止运转时，需手动切换到主通风机。要求每日的电修工对双风机切换装置进行试验，确认无误后方可生产。6、掘进工作面的局部通风机都应实行“三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁(风电闭锁和瓦斯电闭锁)”供电。7、本掘进工作面应安设瓦斯自动检测报警断电装置。8、采掘工作面瓦斯检查员、放炮员、区队长、班组长、电钳工、矿管理人员入井时，要随身携带便携式甲烷检测报警仪。9、局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。任何人不得随意停电停风机，如需检修设备停电停风时，停电单位人员要提前一天写出申请三联单报值班矿领导批准，由调度室提前通知各受影响及有关单位的值班人员，值班人员及时通知停电停风工作面所有人员。10、因检修停电等原因停风时，必须撤出所有人员并切断电源，恢复通风前，必须由通风区瓦斯员检查瓦斯，局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%，且停风区内瓦斯不超过1%时，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。11、所有人员必须爱护通风设施，不准挤压风筒，不准支开风门，风门不得同时打开，严禁用罐撞风门，矿车过风门时，要有专人开关，过后及时关风门。12、掘进工作面应有独立的通风系统。第十章 质量要求及保证措施1、掘进、严格按爆破设计钻眼，装药和放炮，当地质条件发生变化或煤层节理紊乱时及时调整爆破参数，尽量减少对巷道顶帮的震动和破坏。、按设计的断面尺寸进行施工，保证巷道成型良好，两帮煤壁用手镐刷直不准欠挖，超挖不得大于200nm。、严格按设计施工，开口和拐点符合设计要求。、钻眼前先找好中线，班组长按爆破图表点好眼位，按眼位打眼。综掘机割煤时，先照好中腰线，画好轮廓线，按线进行割煤。、正常施工中，运料巷巷中摸底，配溜子道下帮摸顶掘进。、掘进工作面迎头要齐整，不准有额头或危岩。、除“软岩”和破碎岩(煤)层外，岩巷爆破后周边眼眼痕率必须达到60%以上。顶板破碎掘进机割煤时，要调整截割深度和循环进度。2、文明生产、严格执行井巷工程质量标准化标准，文明生产达到标准化要求。、巷道及峒室内保持清洁卫生，达到“三无”要求，即无活碴活煤，无淤泥积水，无杂物和零散物料。、工作面后路必须做到“一巷五点六线”整洁，达到标准要求。五点为火工品存放点、工具存放点、材料存放点、设备存放点、工程技术管理牌板点，六线为中腰线、风水管线、电缆线、水沟、风筒、轨道。管线吊挂平直、水沟无积水、安全设施齐全，无跑、冒、滴、漏现象。、后路设有专用料场，各种材料分类存放整齐，挂好料牌，并注明责任人。、机电设备及物料存放必须距邻近轨道700mm以上。、巷道的中腰线要用白灰或白漆清晰标出 紧跟迎头不超过30m。、机电设备及安全设施要定期检修，挂牌管理，包机到人，要始终处于完好状态，不得带“病”运转、电缆线、水管、风筒要按设计位置吊挂成线，余线要在适当位置盘挂整齐。、锚杆钻机、风钻靠帮竖放整齐，钻杆及其它工具上架存放。、轨道铺设按生产矿井质量标准化标准铺设.枕木间距均匀，不得松动和悬空，运料巷、切眼使用22kg/m轨道，木枕木间距700mm，其规格为1200200150mm，溜子道轨道使用22kg/m轨道，木枕木间距不大于l000mm。轨道严格按线铺设，保证平直，且构件要齐全，紧固、有效。3、永久文护A：锚带网+锚索支护、锚杆的锚固剂、杆体、W钢带、托盘和螺母等性能强度、结构必须与锚杆的设计锚固力相匹配，各种材料入井必须“三证”齐全，有产品质量合格证。、每根锚杆配备一直径110mm，厚10mm铸钢圆托扳(110110mm方托盘)。、网采用金属菱形网，菱形网用10#铁丝制作，规格(220090050mm)(4500900)网与网之间必须用10#铁丝联系好，纵向用铁丝扭接好，横向搭接100mm用14#铁丝每200mm一处扭接好。、锚索采用17.8mm低延伸率钢绞线，破断力大于260KN，每一锚索配备一个钢托盘(30030016mm)，(长度不小于1.0m的12#工字钢或型钢)托盘中间孔径为18mm。、顶锚杆施工顺序，先打中间锚杆孔，然后往两帮扩展，由外向里逐排进行，严禁几排锚杆同时施工。、钻锚杆孔前，按设计要求，确定钻孔位置，眼位误差不超过士100mm，钻孔深度不小于锚杆有效长度，且不大于锚杆有效长度30mm。、在锚杆及锚索施工中、必须选择合适钻头和钻杆保证钻孔直径，锚杆直径和药卷直径合理匹配，锚杆孔径为28mm，锚杆直径为22mm，药卷直径23mm;锚索孔径为28mm，锚索直径为17.8mm，药卷直径28mm。、锚杆孔内煤岩粉吹干净后，再进行锚杆安装，锚杆顶部必须推至孔底。、锚杆孔轴向偏差不大干5。、安装时，按施工操作程序、先装快速药卷，再装慢速药卷，用锚杆将药卷送至孔底后，用搅拌装置(锚杆钻机或风锚头)边搅拌边用力迅速向孔底推进锚杆，待药卷都得到充分搅拌后停机，搅拌时间为1520秒，锚索搅拌时间30秒，凝固1小时后初步张拉，凝固4小时后方可进行张拉预紧。、上托盘一般在药卷搅好5分钟后，方可上托盘，螺母使用力矩扳手，拧紧拧牢。、锚杆安装完毕后，锚杆尾部螺纹外露不得小于30mm，不得大于50mm。、托盘必须紧贴煤岩壁，不得出现线接触或点接触，否则要用楔子楔紧垫实。、后路巷道要经常派人巡视检查，发现螺母松动或失效的锚杆要及时上紧或补打。、挂网要紧贴煤岩面，展平拉紧，不得松弛。、锚杆方向与岩(煤)层层面裂隙面夹角不小于75度，两顶角眼分别向上、下帮方向倾斜60，当岩层面裂隙面不明显时应与巷道周边轮廓线垂直布置。、锚带网支护必须及时跟头，严禁空顶作业，锚索托后迎头不大于5m，巷道矿压明显时，锚索跟迎头，锚索应加密，双排布置，间排距缩小至2.41.6mm。、当施工中由于片帮或其它原因而使巷道跨度加大，巷道高度超过设计高度时，每增加300500mm时，则相应增打一根帮锚杆。、锚杆螺母扭紧力距不小于200Nm，锚杆锚固力：煤层中不小于70KN，岩层中不小于130KN;锚索锚固力不得小于380KN。、施工中出现失效锚杆，必须立即重新补打。第十一章 安全技术措施一、顶板管理1、严格按正规循环进行作业，围岩稳定条件下最大控顶距离不准超过1m，煤体松软时，要采取超前锚杆护顶，超前支护锚杆，16mm1600mm的树脂锚杆，锚杆沿巷道轮廓线向正前打设，眼深不得小于1.2米，锚杆间距根据现场情况确定。2、放炮后如出现额头煤或余顶，要及时审帮问顶，及时外理或支护，严禁在危岩(煤)下停留或作业。3、在进入工作地点前由班组长审帮问顶，找顶帮时要用长把工具，必须安排专人观山，人员站在安全地点并通知附近其它人员躲到安全处，严禁盲目找顶(帮)，以防掉碴伤人。4、开口掘进前，必须对开口里外各5.0米范围内的顶板及支架情况进行一次安全检查，并且进行加固，维护好顶板安全后，方可开口掘进。5、开口加固方法，根据顶板好坏情况，采取补加锚索，打木点柱。6、及时使用好前探梁，前探梁随掘随倒替前移，放炮前、必须进行检查加固。坚持先挑梁背顶，将顶板维护好。7、支架必须符合“五要”标准，支架和顶帮之间的空隙必须塞紧，接顶和背实。若出现歪扭支架，必须立即修复。修复支架时坚持由外向里的顺序逐加进行，支架处理好方可进行其它工作。8、跟头10m必须使用好防倒器，后路撑木必须齐全有效，铁支拉杆及支架构件必须齐全牢固有效，以确保安全。9、前头施工人员必须及时前移前探梁背顶，要认真进行审帮问顶工作，严禁站在额头煤(岩)下进行作业，以防片帮掉碴伤人。10、施工中要随时进行审帮问顶工作，找净活煤险石，找顶帮时先用手镐或长钎由轻而重地敲打顶帮煤岩如有空声立即用长把工具找除。11、岩巷道压力较大，要及时采取加大支护强度，缩小排距。12、若发生冒顶立即向值班人员汇报情况，听候处理顶空时由区队长现场统一指挥。施工前要保持后路畅通并备足所需物料，工作前先用长把工具找好顶，找顶时要安排有经验的人员观顶摆架，严禁冒险作业，处理冒顶前先加固好临近10m的支护。14、各掘进工作面必须配备直径200mm木点柱或2.8m的液压点柱，4块板梁地梁，做为抢险材料专用，随用随补。二、放炮措施1、放炮工作必须由专职放炮员担任，持证上岗，严格执行好“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”，负责掘进头的火药管理工作，搞好掘进头的局部通风。2、爆破必须严格按照爆破设计进行，现场情况变化时，班长、放炮员应根据现场实际情况合理调整爆破参数，确保爆破效果。3、放炮前的准备工作由放炮员亲自负责，装配引药只准放炮员一人进行。严格按照“煤矿安全规程”第326条执行。装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。4、装药前，放炮员、瓦斯员要检查工作面的通风、瓦斯、煤尘、防尘、喷雾、洒水等情况，如有瓦斯积聚，煤尘超过规定，通风不良等隐患，不得装药。5、装药前，必须清除炮眼内的煤岩粉，再用木质或竹质的炮棍轻轻将药卷推入不得冲撞、掏实，炮眼内的药卷必须彼此密接。6、装药后，必须将由雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线放炮母线与运输设备，电气设备，采掘机械等导电体相接触。7、炮眼内封泥应用水泡泥，水泡泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实、填满，严禁用煤粉，块状材料或其它可燃性材料做炮眼封泥，无封泥或封泥不足，不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。8、装药爆破前，有下列情况之一的严禁装药放炮。(1)掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定或者支架有损坏变形或溜有额头、伞檐时。(2)爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1%。(3)在爆破地点20m内，有矿车或未清除的煤矸，其它物体堵塞巷道断面三分之一以上。(4)眼内发现异状，温度骤高骤低，瓦斯涌出异常等情况。(5)放炮地点有透水，透老空征兆等。(6)采掘工作面风量不足。9、爆破前，附近20m的巷道内必须洒水灭尘。10、爆破前必须掩护好附近的设备、电缆、线，可移动时，应将其移出工作面。11、爆破前班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路口担任警戒工作，警戒地点设以距放炮地点75m外安全处，警戒线处应设置警戒牌，栏杆或拉绳。12、爆破母线、连接线、电雷管脚线设备等导电体相接触，爆破母线不得与轨道、金属管、金属钢、钢丝绳设备等导电体相接触，爆破母线要随用随挂，爆破母线与电缆信号线应分别挂在巷道的两侧。只准采用绝缘母线，单回路爆破，严禁用轨道、金属管金属网水、大地等当做回路。爆破前，爆破母线必须扭结短路。13、爆破必须使用发爆器，严禁用其它电源引爆。14、放炮员必须最后离开爆破地点，并执行好“回头看”,以防万一将人员丢入放炮区，放炮前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。放炮员接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，大喊三声“放炮了”至少再等5秒，方可起爆。15、发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，不到爆破时，不得将钥匙插入发爆器钥匙孔内，爆破后，必须立即将钥匙拨出，摘掉母线并扭线结成短路。16、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助放炮员进行。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。17、放炮员和其它工作人员必须在距放炮地点75m以外，有掩护的安全地点放炮和躲避。18、一次打眼装药必须一次引爆，严禁一次打眼、装药分次引爆。19、爆破后，待工作面炮烟被吹散，放炮员、瓦斯员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，如有危险情况，必须立即处理。20、通电后拒爆时，放炮员必须先取下钥匙，将放炮母线从电源上摘下，扭接成短路，再等15分钟后，方可沿线路检查，找出拒爆原因。21、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，严格执行煤矿安全规程第342条规定。处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。22、装药前，放炮后，必须按规定冲洗顶帮，降低粉尘、净化通风。23、巷道开口过断层过老巷及煤岩交接处，严格执行小点炮，煤眼深0.7m，单眼装药量控制在二分之一个药卷以下，岩眼深0.6m1.0m以下，单眼装药量控制在1.5个药卷以下，一次拉炮眼数不超过6个。严禁放大炮，以防造成顶板事故。24、开口放炮前，必须将设备、工具移到安全地点，电缆 、信号线落地掩埋好，风筒管线、设备掩护好，防止崩坏抬棚用戗柱子戗牢，防止崩倒。三、瓦斯管理1、瓦斯员对所在地区的瓦斯管理认真负责，对掘进工作面的检查次数，每班至少检查2次，并做好记录，严禁空班漏检。2、掘进工作面及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内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。工作面及回风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作撤出人员，采取措施，进行处理。3、开掘安全峒，严格按规定，深度不超过6m，峒室或探巷深度超过6m时，必须及时按规定密闭。4、临时停工的地点，不得停风，否则切断电源，设置棚栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿生产部汇报，因检修、跳闸、停电或其它原因风机停止运转时，由班长瓦斯员负责把全部人员撤到有进风流巷道的安全地点，瓦斯员、放炮员监督、检查。恢复通风前瓦斯员按规定检查瓦斯，开动风机，只有在瓦斯不超限并得到瓦斯员通知后，人员方可进入工作面，恢复通风，排放瓦斯，执行煤矿安全规程第141条规定。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1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合本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。停风区中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区回风系统内的供电。5、加强机电管理，保证电气设备台台完好，不失爆，杜绝电气火花和机械磨擦火药花，严禁带电作业，防止引发重大事故。6、班长、电修工、区队长各级管理人员入井要佩带便携式瓦斯检测仪，经常检查工作面风流中瓦斯浓度。检查、检修电气设备前，必须先检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度小于1%时，方可工作。7、按规定使用好煤电钻综合保护装置及风电、瓦斯电闭锁装置。8、瓦斯员必须经常对掘进工作面及其范围内的峒室，有人作业的地点，密闭墙附近等二氧化碳、瓦斯和其它有害气体进行检查，防止发生事故。四、综合防尘1、防尘供水水源来自地面工业广场储水池，工作面供水管直径不小于2寸