2303回风巷掘进作业规程.doc

贵州华源瑞丰煤业有限公司荒田煤矿2303回风巷掘进作业规程 (签字单)施工单位 通 风 队 机 电 队 矿 调 度 安 全 科 安全矿长 机电矿长 工 程 师 生产矿长 矿 长 施 工 单 位：掘进队 施工单位负责人：王启银 技 术 负 责 人：任锡海 生 产 负 责 人：吴太宏 编 制 人： 任锡海 编制日期：2010年11月6日目 录第一章：概况2第二章： 水文地质情况2第一节、矿井地质及煤层特征2第二节 掘进工作面地质说明书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 巷道断面及支护形式4第四章 施工工艺6第一节 施工方法6第二节 装、运岩（煤）方式8第三节 设备及工具配备表8第五章 劳动组织和主要经济技术指标9第一节 劳动组织9第二节 循环作业表9第六章 通风管理10第七章 主要生产系统12第一节 回风巷系统12第二节 供水系统12第三节 供电系统12第四节 排水系统12第五节 通讯系统12第八章 安全保障系统12第一节 安全监控系统13第二节 压风系统13第三节 防灭火系统13第四节 防治水系统14第五节 瓦斯抽放系统14第九章 安全技术组织措施14第一节 施工准备14第二节 安全管理执行措施14第三节 “一通三防”管理15第四节 顶板管理21第五节 爆破管理23第六节 水害防治25第七节 机电管理27第十章 避灾路线28第十一章 附图28第一章：概况一、掘进的目的形成2303采面通风系统。二、巷道名称、位置、设计长度、巷道坡度1、巷道名称：2303回风巷。2、开门位置：26#通风上山23#煤层。3、巷道设计长度及坡度：巷道长度170 m，开门后沿煤层走向掘进。4、服务年限：约90天，待采面回采后报废。三、巷道工程量、预计开工日期及竣工时间1、该工程全长约170m，巷道设计断面：4.40m2，每天掘进平均按8m计算，约21天竣工。2、巷道预计开竣工时间：2010年11月7日开工，预计 2010年11月28日竣工。四、井上、下位置及四邻采掘影响1、对应地表为陡峭的山体，坡度大于45，标高+1750m，处在山崖以上，主要为野生灌木和自然木场、无水库，池塘和水体；地面无居民无建筑无公路，对布置开采无影响。2、上部18#煤开采对下部原始煤田起到很好的保护作用。第二章： 水文地质情况第一节、矿井地质及煤层特征1、煤层自燃及煤尘爆炸特征：根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计院2009年8月12日恒鉴MB-MZ字第（20090067）号23#煤层为无爆炸性和不易自燃（三类）。2、瓦斯：高瓦斯矿井，矿井瓦斯等级鉴定:相对瓦斯涌出量：87.13m3/t，绝对瓦斯涌出量：6.19m3/min。3、地温：区内未发现地温异常区，地温正常。4、工程地质巷道位于浅灰色层状细砂岩或粉砂岩，较稳定、局部易垮落（草帽棚），适宜锚网支护。区域内存在小断层、裂隙构造。5、水文地质：区域存在上覆18#采空区积水、断层裂隙水及可能的小窑积水威胁。6、煤层突出危险性：上覆层煤的开采及布置后，对下部起到很好的保护作用。第二节 掘进工作面地质说明书概况煤层名称M23水平名称1444采区名称2303工作面名称2303回风巷地面标高（m）1750m工作面标高（m）1444m地面位置地面处于山顶，较陡峭。无任何建筑物和民居。无水库，无需要保护的设施，对掘进无影响。井下位置四邻采掘情况上为2601回风巷。下为原始煤田,上覆层18#已进行了开采。巷道工程量（m）170煤巷工程量（m）170断面（m2）440（矿）层情况煤（矿）层总厚（m）1712m煤（矿）层结构（M）煤（矿）层倾角（度）1723015m井田内可采煤层10层单结构斜，西南倾向2500左右。倾角23240矿层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老 顶砂岩厚度不详较坚硬，不易垮落直接顶细砂岩10.9m较坚硬，不易垮落直接底泥土岩20.5m较稳定老 底砂岩厚度不详坚硬影响掘进的其它地质情况最大涌水量34.8（m3/min）正常涌水量184（m3/min）瓦斯高瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量0.89m3/min及相对涌出量49.02m3/t煤（矿）尘无爆炸危险，火焰长度30mm煤的自燃矿井无自燃发火倾向。地温无地温异常地压由于开采深度较大，地压不明显。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置巷道布置位于26#通风上山23#煤层东帮，沿煤层走向向东施工。 开门位：开门位：X：2928134.610 Y：35486785.881 H：+144.369附：巷道布置示意图1第二节 巷道断面及支护形式 一、巷道断面1、巷道断面：煤巷 S=4.40 m2，巷上宽2.2m，巷下宽2.2m，巷高2.0m。2、巷道断面说明回风巷开门位于26#通风上山23#煤层东帮，按方位144掘进至切眼位置。 二、巷道支护1、由于顶板较坚固，除开口处三岔门处承压较大采用工字钢支护外，其余均采用锚网支护；特殊地段采用锚索支护，以单体液压支柱和铰接顶梁进行临时支护。2、锚网支护：锚网规格为1.0m1.8m，锚杆长度为2.0m，锚杆呈五花型布置，间距0.8m0.8m。4、杜绝空顶作业，及时架设锚网，始终保持人员站在有效的支护下作业。（一）永久支护巷道永久支护方式采用锚网支护，锚杆采用20mm，L2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距800mm800mm。每根锚杆使用树脂锚固剂2支，托盘规格为150mm150mm。金属网采用=6.5mm圆钢加工制作，网片规格1800mm1000mm，网孔尺寸100100mm，网要压茬接连。附：巷道支护布置图（二）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=2.5； L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m； L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。其中： H=B/2f=3/（23）=0.50式中 B巷道开拓宽度，取3m； f岩石坚固系数，砂岩取3。则： L=KH+L1+L2=20.50+0.4+0.1=1.50m 施工中取2.0m。2、锚杆间、排距计算，设计锚杆间排距为a，则 a=Q/（KHr）1/2式中 a锚杆间排距，m； H冒落拱高度，m； Q锚杆设计锚固力，40KN/根； r被悬吊岩石的重力密度，取20 KN/m3；K安全系数，一般取K=2。 a =40/（20.5020）1/2=1.4通过计算施工中锚杆间排距取800mm800m，可以满足顶板支护要求。放炮后永久支护到工作面距离不大于1.5m。（三）临时支护单体液压支柱和铰接顶梁作为临时支护，放炮前、后临时支护必须紧跟迎头。(四)支护工艺a.支护材料1、锚杆及锚固剂：锚杆采用直径为20mm螺纹钢树脂锚杆，长度为2.0m，每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆外露长度为3050mm。托盘由厚6mm，150mm150mm的正方形钢板制成。2、锚网采用直径为6.5mm圆钢加工制作，网的规格为长宽：1800mm1000mm，网格为长宽：100mm100mm。b .锚杆安装工艺1、打眼前，首先严格按照中、腰线检查巷道规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮、找掉活矸危石，确认安全后方可作业。2、锚杆眼位要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻杆上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度为1.75m。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。 3、打锚杆眼使用锚杆钻机，钻头采用28mm，使用时要先送水、后送风、停机要先停风、后停水。4、锚杆孔钻好后，用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌20s5S凝固后取下钻机，10min后将托盘上好，螺母拧紧，要求托盘紧贴岩面，确保支护有效，避免顶板离层。（五）支护质量要求1、锚杆要与岩层层面垂直，与顶板或巷道轮廓线夹交角不小于75。2、锚杆外露长度为30mm50mm。网片要压茬连接，搭接长度不小于100mm。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法及施工工艺1、施工方法采用风煤钻打眼爆破凿岩（煤）。2、2303回风巷煤炭经平巷刮板机、23#通风上山自滑溜槽、23#石门刮板输送机、23#石门皮带机及23#主副井联络巷刮板机运至23#煤仓，经主井固定式胶带输送机至地面煤仓。3、支护方式：锚网永久支护，单体支柱临时支护跟迎头。二、掘进工艺流程图 （一）、凿岩方式该掘进工作面配用风煤钻(或煤电钻)作为凿岩（煤）机具，配套使用麻花钻杆。（二）、爆破作业1、采用楔形掏槽方式，然后依次布置辅助眼、周边眼、顶底眼。附：炮眼布置图 附：装药、连线图： 2、该层煤无瓦斯、煤尘爆炸危险，爆破采用全断面一次起爆，不得分次放炮 。 3、据矿井瓦斯等级选用三级煤矿许用乳化炸药和安全许用毫秒雷管（）段。4、采用正向装药，串联方式联线。放炮母线采用铜芯专用放炮电缆，FMB-50型发爆器起爆。5、放炮地点：M23#石门防突风门外。6、爆破说明书：炮眼名称炮眼编号眼深m眼距m抵抗线m装药量角度（）爆破顺序联线方式眼数个孔装药总装药总装药kg水平竖直左右仰零俯掏眼槽11.70.70.540.608080段串联21.70.70.544160.60808031.70.70.540.60808041.70.70.540.608080辅助眼51.50.60.520.3909000段串联61.50.60.54280.390900071.50.60.520.390900081.50.60.520.3909000底眼91.50.850.530.45958585段串联101.50.850.543120.450000111.50.850.530.450000121.50.850.530.458595085顶眼131.50.80.520.385段串联141.50.80.54280.385151.50.80.520.385161.50.80.520.385合计1624.81644446.6第二节 装、运岩（煤）方式平巷采用刮板机、23#通风上山自滑溜槽、石门刮板机、石门皮带机、联络巷可弯曲刮板机运煤至23#煤仓，主井皮带机运至地面。第三节 设备及工具配备表序号设备、工具名称型号单位数量备注1局部扇风机YBT11台2备用一台2煤电钻综保BBZI4台1 3皮带机15kw部14可弯曲刮板机30kw部25风 钻7655台16煤电钻MZ12台17放炮器部18风煤钻部21部备用第五章 劳动组织和主要经济技术指标第一节 劳动组织一、劳动组织图表工 种夜班早班中班在册人员打眼工1114放炮工1114司机：皮带刮板2227机电维修工1114安全员1114瓦检员1114班 长1114小 计888311、每班1名班长负责现场安全生产管理，1名专职瓦检员检查瓦斯，1名专职安全员现场监督安全措施执行，1名矿跟班干部检查落实工作量及隐患治理。2、每班由专职放炮员放炮。其它各工种相互配合，坚持八小时工作制，提前完成每循环各工序作业。第二节 循环作业表第三节 主要技术经济指标序号项 目单 位指 标备 注1每循环在册人数人16在册人数2每循环出勤人数人14日出勤人数3出勤率%87.54循环进度M1.25月循环次数个726月进度M867循环率%808炸药消耗Kg/m5.259雷管消耗个/m12.510坑木消耗M3/m/11锚 网张/m212锚杆消耗根/m8.76第六章 通风管理一、掘进工作面风量计算1.按瓦斯涌出量 Q掘1125q掘Kd1000.892.0223m3/min式中q掘绝对瓦斯涌出量， 0.89m3/min根据矿井2009年瓦斯等级鉴定报告，勺米乡荒田煤矿为高瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为1.59m2/min，相对瓦斯涌出量为47.83m2/t。2303回风巷工作面绝对瓦斯涌出量比照23#回风巷绝对瓦斯涌出量为0.89m3/min。125-单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。Kd掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kd2.0。2.按炸药使用量计算 Q掘225A6.325157.5 m3/min式中A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取6.3kg；25-每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量。3.按工作面工作人员数量计算 Q掘44nj41248 m3/min式中4每人每秒应供给的最低风量，m3/min；nj掘进工作面同时工作的最多人数，取12人。根据以上计算取最大值，即掘进工作面需风量为Q掘223 m3/min即3.72 m3/s。4.按风速验算 0.25SjQ掘4Sj则0.25Sj0.254.41.1m3/sQ掘4Sj44.417.6m3/sQ掘5、掘进工作面局扇、风筒的选型 局部通风机吸风量的确定：Qf=Qj/（60c）=223/（6085%）=4.37m3/s=262m3/min式中：Qf局部通风机吸风量，m3/s； Qj掘进工作面需要风量，m3/s，按瓦斯涌出量计算为223m3/min； c风筒有效风量率，取85%。根据局部通风机吸风量262m3/min，选取DBKJ-N0:5局部通风机（211Kw）可达到要求。DBKJ-N0:5风机额定风量：420200 m3/min,风压：4207560Pa.风筒采用500mm抗静电、阻燃风筒，风筒要吊挂平直，缓慢转弯，保证风流畅通。根据以上计算，掘进工作面最大需风量为瓦斯涌出量的计算，所需风量为223m3/min，而DBKJ-N0:5型局部通风机的吸风量为420200 m3/min，能满足排除掘进瓦斯的要求，一趟风筒供到掘进工作面。6、局扇安装地点局部扇风机安装在M23#石门巷道较宽地点。选用直径500mm的柔性双压边阻燃风筒供风，风筒要求吊挂平直，无漏风跑风现象，风筒距工作面距离不大于3m。二、通风设施设置23#石门设置二道防突风门， 26#通风上山设置二道调节风门，23#通风上山设置二道调节风门。23#主副井联络巷及26#通风上山设测风站，每旬测风一次。三、通风线路：新风（主井23#主副井联络巷23#穿层石门2303回风巷2303掘进工作面）乏风（2303掘进工作面2303回风巷26#通风上山总回风巷风井）。附：掘进工作面通风示意图2：第七章 主要生产系统第一节 回风巷系统掘进工作面矸（煤）经平巷刮板机、石门刮板机、石门皮带机、联络巷刮板机至23#煤仓，经主井固定式胶带输送机至地面，煤炭进煤场，矸石进矸石山。掘进工作面所需材料经总回风下山放至作业点。附：回风巷进料系统图第二节 供水系统一、防尘供水水源及供水管路系统1、利用地面静压水池（+1518.9m）经总回、26#通风上山直接向该掘进工作面(+1444m)供水，供水管路选用直径50mm的塑料管。2、每隔100m设三通、闸阀各一个，在巷道开口内5m设一组净化喷雾降尘除尘。工作面30m软管（25mm）人工洒水灭尘和冲刷巷帮。3、放炮前、后装运人工洒水除尘。第三节 供电系统1、M23#层动力电源来自地面专用变压器直接供电，动力电缆选用U1000 353161型，供23#层排水水泵。由地面专用变压器，专用电缆，专用开关供掘进局部通风机，电缆长度300m，电缆选型为U1000 353161型。2、掘进工作面实现风电、瓦斯电闭锁功能，两种闭锁均由断电仪控制，人工复电。 3、井下配电网路均应设过流、短路保护装置。井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。4、煤电钻设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相的综合保护装置。第四节 排水系统掘进期间工作面防尘等水由巷道水沟导至主水仓。第五节 通讯系统矿井配套话机为KTH16型矿用本质安全型自动电话机，调度通讯专用电缆，本质安全型电话。电话安设：M23#避难硐室安设电话一部。第八章 安全保障系统第一节 安全监控系统1、根据煤矿安全规程以及行业管理规定，掘进工作面设2个甲烷传感器，T1在工作面迎头后部5m处，该处为工作面混合风流。报警浓度0.8%，断电浓度为1.2%，复电浓度0.8%，当瓦斯浓度达1.2%时应立即停止作业，撤出人员切断电源进行处理。2、在工作面回风流中设置甲烷传感器T2，位置在距回风巷道1015m的掘进巷道内，报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8%，复电浓度0.8%。3、甲烷传感器应悬挂在巷道的顶部，距顶板不得大于300mm，距帮不小于200mm。4、值班矿长、安全员、班长、电钳工、放炮员下井必须携带便携式甲烷报警器，下井后不得关机。5、为防止甲烷传感器超限断电时切断监控器的供电电源，监控分站的供电电源必须取自被控开关的电源测，严禁接在被控开关的负荷侧。6、与安全监控相关联的电器设备，电源线和控制线，在拆除或改线时必须与监控员共同处理。7、检修与安全监控器相关联的电器设备，需要安全监控器停止运行时必须经矿主要负责人或技术负责人同意，并制订安全措施后方可进行，同时报县局中心站。8、附：安全监控系统图3第二节 压风系统一、压风设备1、矿井现安装压风机型号为GSSSF-8型空压机，Q=10m3/min，P=0.7m/a，压风机安装在矿办公楼后侧。2、供风管路敷设路线地面压风站总回风井26#通风上山掘进工作面。二、压风自救系统设置1、避难硐室在23#石门内，满足15人以上避难，每人使用面积不少于0.5m2；内设饮用水、直通调度室电话及压风自救系统；每人供风量不得小于0.3m3/min。2、距工作面2540 m的巷道内及放炮地点、撤离人员及警戒人员所在的硐室、回风道有人作业处设压风自救系统，且巷内每50 m设一压风自救系统。3、每组压风自救系统一般可供58人使用，每人供风量不得小于0.1m3/min。第三节 防灭火系统一、防尘供水水源及供水管路系统掘进工作面防灭火供水水源可与防尘管路共用，不专设防灭火供水系统。二、防隔爆设置掘进工作面与其相通的26#通风上山20m设一组辅助隔爆，隔爆棚采用集中式布置，棚区长度不少于20m，按照断面计算每平方米水量不得低于40L。第四节 防治水系统工作面配备ZDY-500型150防突（探水）钻机1台进行探放水；探放水（来水由探水工观察并作好记录），排水量由泵司机作好专门记录。第五节 瓦斯抽放系统 地面安设37kw瓦斯抽放泵，抽放管道经总回、26#通风上山至工作面。第九章 安全技术组织措施第一节 施工准备1、施工前，组织全体作业人员和现场管理人员学习贯彻本作业规程。2、由机电部门安装好局扇、凿岩、回风巷工具，安设监控、通讯、信号等安全设施。3、由生产技术部门标定好中腰线，严格按线施工。第二节 安全管理执行措施1、层层落实安全生产责任制，班长是本班安全生产第一责任者，对本班安全工作负全面责任。2、安全员始终监督检查现场安全生产管理情况，监督检查规程、措施执行情况，落实现场隐患整改工作，及时制止“三违”现象。3、严格执行作业规程，煤矿安全规程和技术操作规程，不得违章指挥和违章操作。4、建立和健全工程质量管理制度；树立“以质量保安全，以质量求效益”的观念，安全员对当班工程质量现场监督检查，现场验收，对不合格的现场整改，不得交班。5、建立和健全考勤制度、爆炸材料使用管理制度、井下爆破制度、盲巷管理制度、瓦斯检查制度、瓦斯排放制度、入井检身与升井清点制度、安全操作规程管理制度、设备入井检验检测制度、安全检查制度、事故隐患排查制度。6、机电人员认真检查机电设备运行情况，及时维护、检修设备，不得带病作业，带病运转。7、瓦检员执行矿井瓦斯检查制度，杜绝空班、漏检、假检现场，认真落实“一炮三检”“三人连锁”放炮制度，执行“停风撤人”制度。8、监控人员24小时值班，监控工作面瓦斯动态变化，发现瓦斯异常或报警及时汇报调度室值班人员及工程师，同时做好瓦斯超限记录。第三节 “一通三防”管理一、掘进通风1、保证掘进工作面通风设备连续稳定的运转，不得任意停开风机，瓦检员更换风筒时不得停风机。2、停电、停风后不得任意开风机。3、如果局扇风机因故停止运转时，必须首先将人员撤出工作面，并切断工作面电源，做到停风必断电、送电先送风。4、掘进工作面必须完善“三专”（专用变压器、专用开关、专用电缆）和“两闭锁”（风电闭锁和瓦斯电闭锁）。5、恢复通风时，必须首先检查局部通风机及其启动装置20m范围内风流中瓦斯，当瓦斯浓度不超过0.5%，方可送电通风。6、当停风区内瓦斯浓度达1.2%以上时，必须制订瓦斯排放措施。7、为保证局部通风机可靠运转，坚持使用“双局扇、双电源”。8、局部通风机实行挂牌管理，牌上应填明使用地点，扇风机型号、功率、风筒长度、直径、供电地点及管理人员，风机安装要上架离开地面0.3m，帮0.2m，风机安装的5m范围内无积水、杂物。9、局部通风机和启动装置必须安装在进风巷道中，距掘进巷道的回风口不得小于10m,全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风量，其最低风速符合规程规定（0.25m/s）。10、必须采用抗静电、阻燃，双压边风筒。风筒吊挂平直，逢环必挂，并要靠帮，不得挤压或损坏。11、风筒接头严密（手距接头0.1m处感不到漏风），无破口（未端20m除外），无反接头。风筒拐弯处要设拐弯弯头，不准拐死弯。不同直径的风筒接头要用过渡节，先大后小，不准花接。12、瓦检员应经常对风筒进行检查，发现问题及时处理。二、瓦斯管理1、严格按照规程的要求建立和完善矿井通风系统，保证按实际需风量供给掘进工作面的风量。2、加强局部通风机和风筒的管理，杜绝跑风、漏风现象，风筒到迎头的距离不大于有效射程之外。3、严格执行瓦斯检查制度，严格执行规程中有关瓦斯浓度的规定和瓦斯超限时必须采取的安全措施，及时处理瓦斯超限和局部瓦斯积聚。4、采用通风方法不能解决瓦斯超限的问题时，应进行预抽瓦斯进行处理。5、防止引火热源的出现，禁止一切非生产需要的火源入井，对生产中可能产生或出现的热源要严加管理，防止热源的产生或限定其引燃瓦斯的能力。6、杜绝电气设备失爆现象，严格执行机电设备入井检查制度，对不合格或“三无”产品不得入井使用。、瓦斯管理1、瓦检员现场盯头盯面，随时检查工作面及回风流瓦斯变化情况，严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。杜绝漏检、假检现象。2、工作面瓦斯及回风流瓦斯均小于0.8%，当发现瓦斯浓度超过规定时应及时查明原因进行处理。3、处理瓦斯期间不得组织生产。4、冒顶区是瓦斯易积聚地点，当发现体积大于0.5m3的空间内积聚瓦斯浓度达2.0%以上时，附近20m内必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。5、工作面及回风流瓦斯浓度0.8%时不得打眼，爆破达1.2%时应立即撤出人员切断电源进行处理。6、严禁在停风或瓦斯超限及回风流作业。7、加强放炮管理，严格按瓦斯等级选用雷管、炸药，严格执行放炮管理的规定。、防突措施巷道施工过程中必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施。1（防突考查）预测预报措施：采用钻屑指标法预测突出危险性。在23#煤层掘进工作面打两个直径为42毫米、深10米的钻孔，钻孔布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面的中部，并平行于掘进方向，其它钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外24m处。钻孔每钻进1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1值预测工作面的突出危险性。采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，按表列的指标临界值预测突出危险性。最大钻屑量SmaxK1(ml/g.min1/2)危险性(Kg/m)(L/m)65.40.5突出危险工作面65.40.5无突出危险工作面实测的任一指标Smax值、K1值等于或大于临界值时，则预测为突出危险工作面。采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。严格执行瓦斯考查批掘制度，严禁超批超掘或不考查掘进；当预测预报确定无突出危险时，可正常进行掘进工作，但必须保证迎头有2米的超前距离，严禁超掘。以后工作面每推进68米进行预测预报一次。迎头仍留2米的超前距离。当预测预报有突出危险时，必须按规定采取防突措施，再进行措施效果检验，无突出危险方可正常掘进，但必须在掘进过程中，工作面每推进68米进行预测预报一次。2防治突出措施：当工作面预测有突出危险时必须采取防突措施，采用抽放钻孔为防突措施。排放钻孔采用的孔径为75毫米，地质变化剧烈带采用直径42毫米的钻头打孔。钻孔长度不得小于10米，钻孔超前于掘进工作面得距离不得小于5米。钻孔应布置在工作面煤质松软的软分层中，在控制范围内均匀布置。排放钻孔的控制范围：巷道断面轮廓线外最小控制范围5米。当煤层赋存条件发生变化时，必须对钻孔孔数增减和钻孔直径重新作出规定。防突措施采取完成后，必须进行措施效果检验，如果检验证实措施无效，必须补打钻孔或采取其他防突措施。打抽放孔过程中，必须随时掌握迎头状况，发现异常情况，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行汇报，但不得拔出钻杆。掘进面前方遇落差超过煤厚的断层，按石门揭煤措施执行。打排放孔过程中，必须有专门的安全负责人在场，负责现场安全检查，无安全隐患方可作业，迎头瓦斯超过煤矿安全规程规定时严禁作业。3效果检验措施 防突措施采取完成后，必须按钻屑指标法进行措施效果检验，如果检验证实措施无效，必须补打钻孔或采取其他防突措施。在掘进过程中，决定使用钻屑指标法进行突出危险性效果检验。效果检验孔应不少于3个，效果检验孔必须布置在工作面各部位措施孔相对密度较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各措施孔或尽可能与周围各措施孔保持等距；构造带适当增加检验孔。检验孔深应小于或等于措施孔。钻孔每打一次测定钻屑量一次，每隔2米测定一次K值指标，根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量和K值指标对工作面的突出危险性进行效果检验。当最大钻屑量大于或等于每米6公斤，K值大于或等于0.5时，则可确定存在突出危险性。 当效果检验确定无突出危险时，可正常进行掘进工作，但必须保证迎头有2米的超前距离，严禁超掘。以后工作面每推进68米进行预测预报一次。迎头仍留2米的超前距离；当预测预报有突出危险性，即当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防治突出的补充措施并经效果检验后，方可采取安全措施施工。并填写防治突出措施效果检验单报矿技术负责人审批。当效果检验有突出危险时，必须按规定采取防突措施，再进行措施效果检验，无突出危险方可正常掘进，但必须在掘进过程中，工作面每推进68米进行预测预报一次。当检验孔深等于措施孔深（检验孔与措施孔深均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深）时，经检验措施有效后，必须留有5m的投影孔深的超前距。当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投影孔深的差值不小于3m时，经检验措施有效后，可采用2m的检验孔投影孔深超前距。效果检验过程中，必须随时掌握迎头状况，发现异常情况，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行汇报，但不得拔出钻杆。效果检验过程中，必须有专门的安全负责人在场，负责现场安全检查，无安全隐患，方可作业。3安全防护措施：设防突风门、建避难硐室、压风自救和自救器、远距离放炮。1）严禁串联及循环风。2）防突风门防突风门设在23#石门内，以控制突出时瓦斯流入进风系统。防突风门的设置不少于两道，且必须牢固可靠，风门墙垛必须用料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边实体煤层的深度不得小于0.5米，墙垛厚度不得小于0.8米，门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100，风门厚度不得小于50，两道门之间的距离不得小于4米；通过反向风门的风筒、溜槽、水沟设逆向隔断装置。人员进入工作面必须打开反向门并顶牢；无人作业及放炮时防突风门必须关闭。3）压风自救器压风自救器安设在井下压缩空气管路上。压风自救器应设置在距工作面2540米的巷道内、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。每组压风自救器可供5人使用，压缩空气供给量不少于0.1m3/min。4）放炮及撤人站岗放炮站设在23#避难硐室内。放炮前，停电、停止采掘作业撤离井下作业人员。放炮一律采用毫秒延期电雷管，煤矿三级许用炸药进行爆破。站岗位置：岗1：23#石门防突风门外。岗2：23#通风上山全风压进风侧。岗3：地面风井口。附：2303回风巷掘进放炮警戒岗设置图55、所有井下工作的人员必须熟悉避灾路线、突出预兆、压风自救系统及自救器的使用方法。三、粉尘的管理根据有关规定，防治煤尘爆炸的有效措施是降尘，防止煤尘引燃和限制煤尘爆炸范围三个方面，具体措施如下：1、采用湿式打眼，将煤粉湿润后从炮眼中冲洗出来，从而达到降尘的目的。2、坚持使用水炮泥。3、喷雾洒水。4、合理调节风速：工作面的风速要合理，迎头爆破后及时洒水灭尘，以免装煤、攉煤引起煤尘飞扬而造成工作面环境恶劣。5、冲洗煤尘：回风流中的两帮、顶部、底部很容易积尘，经常定期的冲洗，使煤尘充分的湿润无法飞扬。6、为了防止煤尘爆炸范围的扩大，在掘进巷道同与其相连的巷道间，煤仓与其相通的巷道间设置隔爆水棚将其与其它区域隔开；井下煤仓和溜煤眼要保持一定的存煤量，不得放空。7、建立完善的防尘供水系统，供水量、水质要符合有关规定标准或三线设计要求。8、坚持使用个体防尘保护用品。四、火灾的防治1、控制一切外因火源，如明火、电器火源、放炮火源、机械磨擦火源。2、对供电系统进行严格的选型，包括电缆选型、设备选型，执行机电设备入井检查制度杜绝失爆、易爆设备入井。3、杜绝设备超负荷运转和电缆短路造成的火灾事故。4、加快回采速度，不留计划外煤柱，不留顶煤、底煤工作面浮煤清理干净。5、严格执行放炮安全技术措施、放炮深度不够不准放炮，封泥长度不足不准放炮，不使用水炮泥不准放炮，瓦斯超限不准放煤。6、合理调节风量、合理控制风速。7、班长、安全员、瓦检员及现场作业人员一旦发现火灾时要沉着、冷静，探明火害性质、火情、分析危害性，能立即扑灭的尽可能在第一时间内扑灭先期火源，减少灾害的损失，如果灾情较大无法灭火应立即汇报调度室，撤离火区威胁的所有作业人员。 8、井口检身人员认真履行岗位责任制,凡穿化钎衣物，带电子表用携带烟火的不准入井，坚决堵住易燃物品流入井下。9、井下所有的电气设备峒室都必须有完善有防灭火措施和工具。10、设置完善的消防供水系统，2303回风巷掘进工作面备有灭火所需的各种器材和工具。井下人员应熟悉灭火器材的存放地点和使用方法。11、可燃物和易燃物要严格管理，各类油脂的保管、使用及运送要严格执行有关规定，不得乱扔乱放。12、正确安装、使用、检修电器设备，不准超负荷运转，井下电缆严禁短路或损坏绝缘层，不是阻燃的电缆、电线风筒不准下井使用。13、对掘进冒顶区及时进行防火处理，并定期检查，对上山揭露的报废巷道进行永久性密闭。14、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质，灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿值班领导和调度室。15、如果火势较大不能直接灭火时首先撤离可能受火灾威胁地区中的人员，然后由矿长启动应急预案并组织人员灭火。16、如果电气设备着火时应首先切断电源，在电源切断前只准使用不导电的灭火器材进行灭火。17、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风流、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸以及人员中毒的安全措施。第四节 顶板管理一、顶板灾害预防措施1、加强巷道掘进期间日常顶板管理工作，上班进入工作面，由班长、安全员、瓦检员带领首先检查顶、帮锚固情况，首先处理隐患，排除不安全因素后再作业。2、严禁空顶作业，及时进行支护。3、严把工程质量关，严格工程质量验收制度，每班由安全员对本班支护验收，杜绝空顶、空帮现象。4、放炮后及时临时支护。5、当遇有断层、裂隙带，加密锚网和锚杆。6、岔口锚网及锚杆加密。7、及时对失修、损坏的支架进行维修，掘进工作面后部维修时应将维修地点以内的人员全部撤出以防堵人。8、对局部冒顶的地段应装木垛进行接顶处理。二、管理措施、敲帮问顶1、作业前，由安全员、班长负责对工作面顶、帮认真作敲帮问顶检查，同时对工作面支护进行检查，发现问题及时处理。2、对空顶部份进行敲帮问顶处理，发现掉碴、片帮现象及时停止作业，先处理后生产。3、敲帮问顶时人员站在支护完好的工作地点，用长柄工具轻轻敲帮，根据顶板及顶帮的离层面积逐步处理，处理前要保持后路畅通，人员撤离安全的地点，以免伤人。、日常支护质量管理1、严格质量管理是实现掘进安全生产的保证，现场施工人员及安全生产管理人员都要重视工程质量，提高工作面的工程质量。2、严格质量验收制度，确保一次成巷，每班由现场管理人员组织验收，对不合格的工程不得验收、交接。3、严格按中线施工，不得超宽掘进，巷道的净宽、净高要符合本规程规定及质量标准规定要求。4、搞好工作面文明生产，保持巷道清理卫生，电缆、水管、监控线吊挂整齐符合标准要求。5、对要求返工的工程要及时返工处理，对不合格的工程及时采取补救措施，不能因质量问题留下隐患，影响生产。、临时支护管理放炮后及时挂网打上带帽点柱。、巷道开口的顶板管理措施1、开工前对开口处进行加固维修。2、开口点使用锚网索、加密锚杆或工字钢支架架设抬棚等方式。3、开口5m范围采用手镐进行操作。4、前10m采用浅眼多循环，少装药分次放炮的方式掘进。、过断层、褶曲、裂隙地质构造带的顶板管理措施1、采用工字钢支护，提高支护应变能力。2、减少空顶距离，锚网要紧跟工作面，帮、顶要严密。3、如果顶板破碎，可采用打撞楔的方法掘进。4、两帮连锁要及时，以防支架变形。5、减少爆破装药量，减少每循环进度。6、顶板采用笆片护顶，起到挡矸帘的作用，对冒顶处采用木垛接顶处理。第五节 爆破管理一、打眼1、打眼工、爆破工必须经培训和考试合格后，方可操作。2、必须严格按照爆破图表布置炮眼，眼距、深度、角度必须符合规程要求。3、打眼要两人操作，硬煤要用手镐刨点定位。4、随时注意顶帮变化情况，严格执行敲帮问顶制度，不得空顶作业。5、发现下列情况之一时，应立即停止打眼。 出现顶钻，夹钻，有喷孔现象。 电钻声音不正常，电钻外壳超温，或电缆有破皮漏电现象。 电钻钻杆严禁震动。 瓦斯忽高忽低，异常涌出。 工作面淋水加大、挂红、挂汗、有明显透水预兆。二、装配引药1、装配引药只准爆破员装配起爆药卷，不得他人替代。2、装配起爆药卷必须在顶板完好，支架完整，避开电气设备和导电体的附近硐室内进行。3、严禁坐在爆炸器材箱上装配引药。4、装配起爆药卷时，必须防止电雷管受震动、冲击或折断脚线、损坏绝缘层。5、一个起爆药圈内只准插放一个雷管。6、引药数目以本次放炮需要数量为限，不准一次做多次用。7、电雷管只许由药卷顶部插入，不得用雷管代替竹棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将雷管斜插在卷的中部或捆在药卷上。8、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。9、引药装配后应清点数目，入箱加锁，不得乱丢乱放。三、装药的安全措施1、装药前应撤出人员和煤电钻，不准边打眼边装药。2、检查工作面的瓦斯、支架安全情况，发现问题及时处理，否则不得装药放炮。3、装药地点20m以内，未清除的煤、矸石或其它杂物堵塞巷道断面三分之一时不准装药。4、炮眼内发生异状，有明显的瓦斯涌出，煤岩松散、温度骤高骤低，透老空等情况不准装药。5、风量不足，风筒未端距掘进工作面的距离超过有效射程不准装药。6、炮眼内煤粉未清理干净，放炮地点20m范围内未洒水灭尘不准装药。7、炮眼深度、角度不符合作业规程规定，或在煤巷掘进最小抵抗线小于0.5m，岩巷最小抵抗线小于0.3m时不准装药。8、没有合乎质量和满足数量要求的粘土炮泥和水炮泥不准装药。9、有冒顶透水、瓦斯突出预兆，以及过断层，褶曲带无安全措施不准装药。10、发生拒爆未处理不准装药。11、发现煤眼缩小、坍塌或有裂缝时不准装药。12、设备未加保护时不准装药。13、装药后，必须把雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与回风巷设备、电气设备以及采掘机械等导电体接触。四、连线与起爆1、放炮线应采用铜芯绝缘线，严禁使用裸线和铝芯线。2、电雷管脚线和联结线，脚线和脚线之间的接头都必须悬空，不得同任何物体相接触。3、必须采用串联方式连接。4、母线不得与刮板输送机等导电体相接触，不得从电气设备上通过，不得挂在有顶板冒落或片帮危险处。5、放炮母线同电缆应分别挂在巷道的两侧，如果挂在同侧，放炮线应挂在电缆的下方，并保持0.3m以上的距离。 6、只准用绝缘母线单回路放炮。7、放炮前，放炮母线扭结短路。8、放炮线长度必须不少于300m。9、母线的接头不应超过3个，以免增加电阻、断线、漏电或短路故障，每个接头刮干净锈垢，用接线盒连接。10、母线外皮不得破损，以防漏电、短路或接触放电再生意外事故。11、连线、放炮只准一人操作，其它人员都必须撤