w11902运输巷掘进工作面作业规程.doc

罗平县阿岗镇宏源煤矿掘 进 工 作 面 作 业 规 程 工作面名称：11902运输巷编 制：范家祥审 核：杨成方批 准：盛文泉 编 制 日 期：二一一年七月二十八日 煤矿会审及审批意见会审人员会审或审批意见调度室主任签字： 年 月 日机电科科长签字： 年 月 日安全科科长签字： 年 月 日生产技术科科长签字： 年 月 日机电副矿长签字： 年 月 日安全副矿长签字： 年 月 日生产副矿长签字： 年 月 日技术负责人或总工签字： 年 月 日矿 长签字： 年 月 日说明：1、会审参与人员有：调度室主任、机电科科长、安全科科长、生产技术科科长、机电副矿长、安全副矿长和生产副矿长； 2、最后由技术负责人或总工批准，矿长签署意见。作业规程备案表登记编号：Z 2011煤矿名称罗平县宏源煤矿作业规程名称11902运输巷作业规程挂矿人员意见签字： 年 月 日煤管所意见 阿岗煤管所（公章） 年 月 日备 注作业规程学习贯彻页传达人: 传达地点: 传达时间:序号听传达人姓名成绩签 名序号听传达人姓名成绩签 名12722832943053163273383493510361137123813391440154116421743184419452046214722482349245025512652第一章 概 况6第一节 概 述6第二节 编写依据6第二章 地面位置及水文地质情况7第一节 地面相对位置及地貌情况7第二节 煤（岩）层赋存特征7第三节 地质构造与水文地质8第三章 巷道布置及支护说明9第一节 巷道布置9第二节 支护设计9第三节 支护工艺10第四章 施工工艺12第一节 施工方法13第二节 凿岩方式14第三节 爆破方式及参数 .14第四节 装、运岩方式20第五节 管线敷设20第六节 设备工具20第五章 生产系统21第一节 通风系统21第二节 防尘系统23第三节 压风系统24第四节 防灭火系统25第五节 安全监测系统25第六节 供电系统26第七节 排水系统27第八节 运输系统28第九节 通讯系统29第六章 安全技术措施30第一节 施工准备30第二节 “一通三防”管理31第三节 顶板管理32第四节 防治水管理33第五节 机电管理35第六节 运输管理37第七节 盲、废巷管理37第八节 工程验收39第九节 特殊安全措施39第十节 其它40第七章 灾害预防及避灾路线40第一节 地质条件及自然因素40第二节 灾害预防40第三节 工作面发生顶板事故时的避灾路线41第四节 工作面发生火灾事故时的避灾路线41第五节 工作面发生水灾事故时的避灾路线42第六节 组织抢救和处理方法43第七节 具体事故的处理44第八章 劳动组织与主要技术经济指标45第一节 劳动组织45第二节 循环作业47第三节 主要经济技术指标48第一章 概 况第一节 概 术一、宏源煤矿现已探明在11901皮带运输巷下方有一块整体连续的煤体，预计工业储量约18908吨。为了避免浪费煤炭资源且安全顺利的采出这块煤，特编制11902运输巷掘进作业规程，巷道开口坐标x:2768120, y:35409120.0,z:1874.8，破煤处坐标：X:2768110.0 Y:35409110.0 Z:1876.0,位于1874回风巷内（如图1-1所示）。巷道开口起始处沿140方位破九煤，预计长度15米。破煤后的运输大巷沿煤层走向掘进（方位230坡度3-5），预计总长度90米。巷道为11902运输巷，它主要担负运输、通风任务，服务年限为5个月左右。二、11902进风巷设计断面为梯形，掘进断面面积为5.7，巷道工程量为90m。 第二节 编 写 依 据1、本作业规程按照云南省统一作业规程要求编制。2、本作业规程仅适用于本矿11902运输巷。3、本作业规程的内容若与煤矿安全规程有冲突的，将严格按照煤矿安全规程的有关规定执行。4、本作业规程自批准贯彻学习之日起生效。5、本作业规程还必须在工作面的具体实际生产中得到逐步修改、补充、完善，使之与工作面的具体实践相结合。第二章 地面相对位置及水文地质情况第一节 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11902水平采区名称地面标高1985m-2000m井下标高1876.81923地面相对位置及建筑物阿岗镇戈作村所在地，地表多为荒芜山坡林地，无任何建筑物井下位置及掘进对地面设施的影响井下距地表约80米掘进时对地表无大的影响邻近采区开采情况掘进巷道东部为采空区，西部、南部未进行采矿活动。掘进长度（m）90方位（）230高度（m）2.1第二节 煤(岩)赋存特征1、煤矿采区含煤地层属上二叠统龙潭组煤系地层，由一系列粉沙岩、粘土岩、细砂岩及煤层连续沉积组成，含大羽羊齿等上二叠统标准化石，假整合于娥眉山玄武岩之上，其上是覆厚下三叠纪卡以头地层、飞仙关地层、永宁镇地层的连续沉积，再上为第三纪、第四纪松散沉积地层。2、所采M9煤层煤厚0.812.62米，有一层夹矸，上层为棕褐色细晶质高岭石泥岩，下层夹矸为棕灰色粗晶质高岭石泥岩。煤质偏瘦，层位稳定，厚度有变化，属稳定煤层。3、采区范围煤岩层产状总体呈倾斜向南的缓倾斜单斜构造，走向大致为东西230（SE230），煤岩层倾角1821，局部变化较大。4、煤层围岩以沉积砂岩为主，主要是灰色、浅灰色、薄至中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩以及泥岩，其性脆、硬，遇水无明显变化，风化后成颗粒状黏土，岩石变形程度一般。5、详细资料见煤（岩）层综合柱状图（图一）。第三节 地质构造与水文地质 一、地质构造 掘进区域内为简单的单斜构造，整体上为倾向北西方向，倾角在1821之间。掘进区域内无大的断层和褶曲发育，仅有落差在0.5m左右的局部小断层，对掘进工作无大的影响。二、水文地质掘进区域内水文地质简单，只有少量的水经上部采空区和底板渗入，预计工作面正常涌水量为0.4m3/d、最大涌水量为1.0m3/d左右。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 主井11902运输巷沿M9煤层走向布置。开口位于1874回风巷内，沿M9煤层走向掘进。长约80米，巷道主要承担运输、通风任务。巷道设计断面为梯形，掘进规格：2.9m1.6m2.1m,断面面积为4.7，起点标高为1874.8m，巷道总工程量为80m。巷道布置图： 图1-1第二节 支 护 设 计采用小头不小于150mm的优质坑木对巷道进行支护。背帮、背顶劈柴中心厚度不得小于50mm或用直径不小于120mm木材对破打开。临时支护和前探梁紧随迎头。巷道支护设计表 支护形式木支护棚距0.25米支护形状梯形每米耗桉木数量12根支护材料小头不小于150mm的优质桉树木断面规格毛断面为5.7m2顶宽：1.9m底宽：3.2m高：2.25m净断面为4.7m2顶宽：1.6m底宽：2.9m高：2.1m 巷道断面图： 比例：1:50 第三节 支护工艺一、支护工序腿窝的布置：腿窝布置在巷道两侧，深度为150mm，大小须与棚腿直径一致，同侧腿窝与腿窝中心之间的间距0.25m。棚腿的安设：棚腿必须架设在腿窝内的实底上，严禁架设在松浮的矸石或煤炭上，棚腿架设后必须将腿窝填满夯实，棚腿内倾角（札角）为73。棚梁的架设：在相对内侧的两个棚腿上架设棚梁，架梁时必须掌控好棚腿的扎角，梁、腿采用“亲口”接，严禁直接将横梁随意安放在棚腿上。梁头安放好后必须用插条将支架楔紧、楔稳。背帮、背顶：顶、帮用插条楔紧、裸子背严关实，劈柴必须与顶、帮紧密相接，插条与插条间距不得超过200mm。二、支护要求支架必须架设端正，支架到工作面迎头的空顶距不得超过200mm，空顶距离超过规定时应及时架设临时支护，架设永久支架后再拆除前探梁或临时支护，靠近工作面10米范围内的支架应加强。工作面必须备有一定数量的备用支护材料，备用梁、腿及劈柴的数量视工作面顶板的变化情况而定，但至少不得少于3架支架的需用量，备用支护材料必须整齐堆放在距作业点10-15米范围内的巷道两侧，严禁乱堆乱放。遇岩层破碎、过断层、过地质构造带等情况出现顶板冒落，造成巷道冒顶时，必须在棚梁上架设木垛接顶。巷道工程质量规定表 项 目质量标准（mm）部位成巷规定（mm）巷道净宽测全宽：-30+50上宽15701650下宽28702950巷道净高测全高：-30+50巷道中部20702150巷道坡度3-5支架规格小头不小于150mm的优质桉木背帮背顶顶（块）5帮（块）18柱窝深度150棚梁接口宽度60深度60棚距（中-中）10240-260最大空顶距200永久棚距迎头300水沟30深度270-330宽度370-430工业卫生无积水、无杂物 第四章 施 工 工 艺 第一节 施 工 方 法一、主井11902运输巷采用人工风镐和爆破进行施工，循环进尺2.4m。二、施工工序及时间安排 1、交接班及安全检查：包括局扇、风筒、运输轨道、巷道支护情况、顶板及两帮的检查，瓦斯及二氧化碳浓度检查，顶、帮危岩清理及临时支护等工作，时间为30min。2、临时支护：30min。3、爆破风镐掘进：60min。4、矸石装运：75min。煤、岩分装分运，煤、岩装运的同时，利用风镐对巷道轮廓进行修整。5、支护：60min。6、临时支护：30min。7、爆破风镐掘进：60min。8、矸石装运：75min。同第4项工序。9、支护：60min。10、交接班及安全检查：30min。三、前探支护的布置1、采用DN45钢管（两根）作为前探支护，钢管用铁链栓好悬挂在工作面后方的第一架和第三架支架的横梁上。2、钢管上用厚度不小于50mm的木板（长度不小于1.6m ），并排铺设至工作面煤（岩）壁。3、前探梁支护必须随工作面的推进前移，工作人员必须在前探梁支护的保护下进行工作，前探梁支护未布置好时，严禁进行掘进工作。 第二节 凿岩方式主井11902运输巷沿M9煤层倾向掘进（方位：230），系煤巷掘进，本巷施工采用爆破及G10风镐人工掘进，巷道轮廓清理及水沟和腿窝的挖掘采用G10型风镐或手镐进行。第二节 爆破方式及参数爆破作业规定一、打眼、工作前要检查电煤钻的零件是否齐全完整，运转是否正常，是否漏电。、严禁在残眼内打套眼。、打眼工要严格遵守操作规程，严禁违章作业。、打眼工必须按打眼爆破技术说明书布置炮眼，如遇地质变化或其它情况，灵活布置炮眼。、打眼前必须检查当头通风、瓦斯、煤尘、顶帮、瞎炮等情况，如有异常情况，禁止打眼，待处理好再进行，打眼过程中，如有卡钻、发烧等情况，应立即停止打眼。、打眼工作完毕，电煤钻搬到安全地点，电缆应盘好，以防放炮打坏。二、装药放炮、放炮工作应由专职放炮员担任，严格按放炮操作规程进行作业。、放炮员必须严格执行炸药领退、运送、使用、保管制度。、装药前、放炮后必须检查通风、瓦斯、煤尘、支架、顶帮等情况，如有异常情况，禁止放炮，待处理好后再进行放炮。、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：A、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。B、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。C、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。D、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。、放炮前所有人员、工具、设备必须搬至安全地点，多余的雷管、炸药要放在警戒区以外雷管、炸药箱里，由值班长派责任心强的人在有可能通往放炮地点的各通道内布置警戒。、联线放炮只许由放炮员一人操作，严禁多人进行。、必须采用发爆器放炮，禁止用矿灯、电缆明接头等放炮，严禁放明炮、糊炮，放炮警戒站岗距离半煤半矸巷，直线不小于100米，转弯不小于75米，煤巷直线不小于60米，转弯不小于40米。8、有下列情况之一时，不准装药放炮：、巷道空顶空帮或支架不牢。、放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1%时。、在放炮地点附近20米以内未清除的煤矸或其它堵塞巷道断面1/3以上时。、炮眼内有压力水，异状泥浆，有穿溶洞，断层或透老空等情况时。E、装药时，必须采取分次装药，分次放炮。、放炮当头与邻近巷道对穿地点，要标明位置，放炮时应指派专人到对穿地点警戒，并与放炮员联系好后才准放炮，其安全警戒距离不小于规程规定。10、用放炮方法贯穿老巷、老空时，必须准确掌握贯穿位置，事先向有关部门了解和掌握老窑水、瓦斯等情况和安全措施与安全情况，只有瓦斯浓度在1%以下时，方准放炮。11、使用瞬发电雷管，实现全断面一次爆破，为防止放炮冲倒棚子，必须对靠当头的两架棚打斜撑，加固支架。12、联线方式：只许采用串联线(未放炮之前，必须将雷管脚线相互扭结短路)，以免影响雷管延期时间。13、不要将不同厂家生产的瞬发雷管混合使用，瞬发雷管的段别应按炮眼顺序“对号入座”，使用瞬发雷管时，总延长时间不得超过130毫秒。14、井下放炮作业过程中，放炮员、班组长都必须现场执行“一炮三检”制度，放炮前，由安全员进行气体检查，班组长安排专人在通往放炮地点的要道口站岗、并设置警标，确认安全后，才准放炮，否则严禁放炮。15、从成束的雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管理顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。16、装药时，首先必须用掏匙清除炮眼的煤粉，再用木质长棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。17、严禁明接头放炮，严禁放糊炮，放炮前后附近20米巷道必须洒水降尘。18、放炮母线和连接线必须符合下列要求：A、煤矿井下爆破母线必须符合标准。B、煤破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。C、巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。D、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。E、只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。F、爆破前，爆破母线必须扭结成短路。19、放炮员必须最后离开放炮地点，并必须在支护好的安全地点进行放炮。20、处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接领导下进行，并应在当班处理完毕，如果当班未能处理好，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。21、处理瞎炮时，必须遵守下列规定：（1）由于连线不良造成的瞎炮，可以重新连线放炮。（2）在距瞎炮至少0.3米处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮。（3）严禁用镐或从炮眼中取原放置的引药或从引药中拉出电雷管，严禁将炮眼残底（无论有无残炸药）继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用高压风吹这些炮眼。（4）处理瞎炮的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查降落的炮和矸，收集未爆炸的电雷管。（5）在瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。22、用放炮方法贯通井巷时，必须有准确的测量图，必须及时在图上填明进度，当贯穿的两个工作面相距20米时，测量部门必须事先下达通知书，并且只准从一个工作面向前接通，对方工作面必须保持正常通风，经常检查风筒是否脱节，还必须正常检查工作面风流中的沼气浓度，沼气浓度超限时，先停掘工作面的工作，然后处理沼气，只有在两个工作面及其回风流中的沼气浓度都在1%以下时，在掘进工作面方可装药放炮，每次放炮前，在两个工作面必须设置栅栏和警戒。间距小于20米的平行巷道，其中一个巷道进行放炮时，两个工作面的人员都必须撤至安全地点。爆破工艺使用瞬发电雷管分次起爆成巷，使用煤矿许用乳化炸药反向装药，楔眼掏槽，周边眼采用反向间隔装药，采用串联方式联线，炮眼布置和相关技术参数见炮眼布置图以及说明。炮眼布置图 比例：1：50爆破条件参数表项目单位数量说 明围岩强度f56围岩基本为泥岩，属中硬岩层炸药重量Kg/卷0.2煤矿许用乳化炸药。雷 管枚9瞬发电雷管掘进断面m5.7正梯形断面（净断面：顶1.9m，底3.2m，高2.25m） 煤层强度f34煤层中硬偏软，性脆，裂隙不大时容易爆破。炮眼布置参数表炮眼名称炮眼编号眼深mm眼距mm抵抗线mm装药量角度爆破顺序联线方式 眼数个孔装药量kg总装药量kg水平竖直右左仰零俯掏槽眼1、2、3150050050030.82.47575000串联辅助眼4、5、6、7、8、9120063063060.53.09090000爆破经济技术指标项目单位数量备注项目单位数量备注炮眼利用率%84综合有效深度m1.2综合炮眼个数个9设计个孔装药量kg0.4平均炮眼深度m11.7综合循环进度m 1.2综合掘进断面m5.7设计循环产量吨6.16平均单位耗药量Kg/m3.4综合单位雷管量枚/m2综合日循环个/日3设计日进度m/日7.2综合日耗药量kg/日21.6综合日耗雷管量枚/日54设计循环炸药量kg3.6综合循环雷管量枚9设计米耗药量Kg/m3.4综合米耗雷管量枚/ m9设计注：1、爆破时严格执行三人连锁放炮制度和一炮三检制度；2、如果出现瞎炮时要重新起爆或取出炸药和雷管；3、如果拒爆的炮眼需从周边打眼二次爆破的，在爆破后必须找出之前拒爆的雷管；4、 第四节 装、运矸石方式工作面煤、矸采用人工装矿车，经1874回风巷，然后由水仓回风巷底部装运煤、矸，车辆型号为MF1.16型翻斗矿车，由提升绞车经主斜井提至地面。第五节 管线敷设风筒、防尘水管、压风管敷设在巷道的左侧，风筒用钢丝钩吊挂在巷道中上部，防尘水管、压风管直接悬挂在棚腿上，位于风筒的下方。电话线和监控信号线敷设在巷道的右侧，监控信号线位于上部，电话线位于中部；各种缆线均使用电缆卡固定在支架的棚腿上悬挂，悬挂点的间距不得小于300mm。防尘水管、压风管必须接到工作面，风筒出风口距工作面不得超过5m,电话安放在距工作面15m的位置,监控信号线距工作面不得超过5m。第六节 设备及工具设备及工具配备表 设备（工具）名称型号及规格单位数量局部通风机YBT11台1风筒500mm/10m节10综合保护开关BZZ-4台1真空开关QBZ-120台1QBZ-80台2瓦斯传感器KG1039台2防爆电话HBZ(G)-1A部1风镐G10台2探水钻KHYD140/150台1探水钻杆KHYD140/150（1.0m）根40矿车MF1.16台5 第五章 生产系统 第一节 通风系统一、风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q=100q绝 K通=100 0.51.8=90m/min 式中：Q-工作面实际需风量m/min； q绝工作面瓦斯绝对涌出量m/min； K通工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数取1.8；2、按人数计算 Q=4N=4 23=92m/min 式中：Q工作面实际风量m/min。 4-每人每分钟需要的风量m/min。 N工作面同时工作的最多人数.3、按局部通风机实际需风量计算 Q=Q局+15IS=200 +1514.7=270.5m/min式中: Q工作面实际需风量m/min Q局局部通风机实际需风量m/min I工作面同时工作的局部通风机台数。 S巷道净断面面积通过上述计算，确定工作面需要的风量为270.5m/min.选用YBT522型对旋式通风机（11Kw）可满足要求，风筒选用500m/m10m的聚力阻燃风筒，局扇安装在707进风上山内(707机电硐室旁)。二、风量验算1、按最低风速验算：Q煤掘15S煤掘=154.7=70.5m/min。 式中：Q煤掘-煤巷掘进工作面需风量为270.5m/min. S煤掘-煤巷掘进工作面断面积。2、按最高风速计算：Q煤掘240S煤掘=2404.7=1128m/min。通过验算，该工作面配风270.5m/min可满足最低风速和最高风速的要求。三、全风压供风要求由于局扇安装地点为707进风上山口下方，其巷道净断面积为3.4，为防止局部通风机吸循环风、防止局部通风机安装地点至掘进工作面回风巷之间的风流处于停滞状态造成瓦斯聚集，要求全风压供给局扇安装地点的风量必须大于：Q吸+15S=240+153.4=291m/min.通风系统及局部通风机安装位置示意图：第三节 防尘系统 一、防尘用水取自于地面消防水池，主要供水管路为DN25钢管，沿回风斜井敷设到了+1874m水平回风巷，工作面防尘水管采用25胶管。在巷道内，每100米安装一组喷头形成防尘水幕，采取风镐落煤喷雾装置进行对煤（岩）洒水，冲洗巷帮，个体佩戴防尘口罩等防尘措施。 二、为防止煤尘堆积，每月安排专人进行一次冲洗巷帮的工作。 第三节 压风系统矿井在地面建有固定压风站，压风站安设有LG558型空气压缩机一台。主输气管路为DN50镀锌钢管，沿回风斜井敷设到1874m水平大巷，再分管将气压供到各个作业点，距迎头20米处采用25mm软管供气，输气分管为DN25钢管，输气压力为0.7-1MP。管路系统详见压风、防尘、灭火系统图。第四节 防灭火系统一、主井11902运输巷是沿M9煤层走向掘进，施工前必须在开口外的巷道内堆放黄泥不少于200kg及砂子500kg，同时存放灭火器2只、消防水桶2个、消防铲2把。二、利用防尘水为消防用水，必须保证供水水量。管路系统详见压风、防尘、灭火系统图。 第五节 安全监测系统一、工作面瓦斯浓度控制在1%以内，安设风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，瓦斯自动检测报警断电使用KJ102型断电仪，在距工作面5m的位置安设KG1093甲烷传感器一台，1874回风巷距开口10米处安设KG1093甲烷传感器一台。二、工作面甲烷传感器的报警浓度设置为1%CH4；断电浓度设置为1.5%CH4；复电浓度设置为1%CH4；回风巷安设的甲烷传感器报警浓度设置为1%，断电浓度设置为1%,复电浓度设置为1%CH4。第六节 供电系统 从地面变电所S9-125/10变压器供380V电源到KBZ400主控开关，再经u-1000-350+116的像套电缆供至QBZ-80真空开关分两路：一路供监控分站，另一路供局扇，供电最大负荷为13.5Kw。系统中必须完善接地保护、过流保护、漏电保护及风电、瓦斯电闭锁装置。附供电系统示意图 第七节 排水系统由于矿井范围内不存在岩溶水、无陷落柱、无明显的含水层和导水层，也无导水断层，所以本巷道掘进过程中，正常情况下无大的涌水，仅有少量水流经煤层底板渗入工作面，预计工作面正常涌水量0.4m/d、最大涌水量1.0m/d左右。由于本巷道为平巷掘进，坡度3-5，所以在巷道左侧煤层底板砂岩中布置排水沟（300mm400mm）,工作面涌水经排水沟自流出巷道。排水系统图第八节 运输系统一、矸石的运输：巷道内采用人力拖运至1874回风巷用矿车推至水仓回风巷，由水仓回风巷溜到巷道底部在用矿车（MF1.16矿车）运到地面煤、矸石场。二、材料、设备运输：人力搬运。三、运输路线1、煤、矸石：掘进工作面1874回风巷水仓回风巷主斜井地面。2、材料、设备：地面风井+1874m 回风巷掘进工作面。 运输系统图第九节 通讯系统矿内设有内部电话通讯系统，在井口调度室、瓦斯监控室，主、副井绞车房、空压机值班室、以及井下各工作地点安设有内部电话。在本巷施工时，在距工作面15米的位置安设防爆电话一台，同矿内通讯系统联网，保证可随时互通电话。通信系统示意图 第六章 安全技术措施第一节 施工准备一、施工前，由生产部门组织人员，安全部门负责贯彻本规程，并做到考试、签字，对未参加学习贯彻本规程的人员和考试不合格人员，不得安排从事本巷的施工工作。二、巷道开口前，采用长度为1.6米的矿用15kg钢轨配合摩擦金属支柱加铰接顶梁，打成双托棚的形式对开口处进行加固支护，架棚支护严密，不得出现空帮、空顶；开口处10米左右巷道、交叉口顶帮及支护情况在开工前必须详细检查及用矿用15kg钢轨两根合并焊好配合摩擦金属支柱加铰接顶梁加固，对开口处附近的管线进行妥善保护。三、施工前，技术部门按设计提供开口位置，标定出巷道中、腰线和方向。四、每班开工前，必须认真组织好班前会，详细讲解注意事项；班组长对工作地点的安全情况进行全面检查，消除隐患后，才能进行分工作业。五、施工现场必须保持整洁卫生，保持通风、行人、运输、排水及通讯信号的畅通。第二节 “一通三防”管理一、局部通风机安装位置必须符合设计规定、安装地点的配风量必须满足设计的要求（不小于261m/min）；局部通风机必须上台或上架安装，离地面的距离不得低于35cm，禁止放置在巷道底板上，风筒必须吊挂平直，不拐死角，接头严密不漏风，做到逢环必挂，风筒出风口距工作面距离不得超过5米。二、局部通风机由机电科指定专人负责安装、维护、管理，不准擅自开、停局部通风机，必须保证连续运转，局部通风机实行“风电、瓦斯电闭锁”，局部通风机由专人管理。三、严格执行工作面的瓦斯巡回检查次数不得少于3次，严格执行瓦斯超限停工撤人和停风、停电、撤人安全规定。临时停工时，工作面必须保持正常通风和检查瓦斯；长期停工时，必须切断通往工作面的电源、管线，并及时封闭。恢复通风前，必须制定安全措施，并按照规定进行瓦斯排放。四、按设计指定位置安设传感器和便携式瓦斯检测报警仪。五、每月安排专人对巷帮进行冲洗，防止粉尘堆积。第三节 顶板管理一、掘进工作面严禁空顶作业掘进中，施工人员应坚持敲帮问顶制度。二、首先详细检查施工地点顶帮状况，找掉危岩悬矸，找顶后做好临时维护。找顶时，要两人一组，一人找顶，一人观察顶板。找顶人员要先清理好后路，确保退路畅通且站在顶板完整、有支护的安全地点。找顶长把工具长度不小于1.7米，用6分钢管，前头焊100的实心钢钎，后头加皮套。三、找顶工作必须遵守下列规定：1.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。找顶左右10米范围内底板必须平整，严禁有杂物。2.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。3.找顶时应防止煤矸顺杆而下伤人。4.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。四、及时使用前探梁支护并紧随迎头，在空顶处先打木垛接顶。在掘进前，应先架设前探梁支架，铺好护头板，护头板的数量不得低于3块、厚度不得低于4cm、长度不得低于1.5m。待掘进至一架支架的距离以后，必须立即挖好底窝，架设好支架后，再进行装运煤、矸等工作。五、掘进过程中遇地质构造带、围岩破碎地段必须及时加强支护，可缩小支架间距，支架必须进行连锁，防止冒顶事故的发生。六、前探吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。 七、进入工作面前，必须检查后路如有折梁断柱、支护歪斜、空帮空顶现象，先处理后方可进入工作面。八、维修、掘进时，必须设置专职顶板观察员，随时观察顶板情况，发现隐患立即进行处理。九、严格按设计的支护密度进行支护，支护材料的规格、质量必须符合要求。前探梁支护图：十、所有支架必须进行联锁。第四节 防治水管理一、巷道施工过程中，必须坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，严格按探放水设计进行作业，做到“探30米，掘进10米，保20米”。探水孔布置示意二、 探放水措施1、探放水前应加固工作面10米范围的支架，背好顶帮，并在工作面打好至少2根坚固立柱和挡板。2、探水后必须有探放水记录。3、清理巷道，保证巷道畅通，按设计尺寸挖好排水沟。4、在距打钻地点15米的位置安设专用电话，随时同矿调度室保持联系。5、技术人员、安全员、瓦检员及带班领导必须亲临现场指挥，按设计确定探水孔位置、方位、角度、深度及钻孔数目。6、打钻过程中，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等情况必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向矿调度室报告，并派人监视水情。如果发现情况紧急，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。7、探水工作时，必须有瓦斯检查员现场值班，检查气体成分。如果瓦斯或有害气体浓度超过煤矿安全规程有关规定时，必须立即停止钻探，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时进行处理。8、探到水时，如果水量小，水压不高，可直接通过钻孔放水;如果水量和水压较大，孔口要用套管加固。安设压力表和阀门，利用套管放水。要有专人监视放水的全过程，核对放水量，直到积水全部放完为止。三、在掘进或探放水过程中，发现水量加大、水压增大、有异状流水、异常气味、巷道壁渗水或裂隙渗水、水色发浑、瓦斯涌出量增大等透水征兆时，必须立即停止工作，同时报告调度室，并按调度室的指挥采取措施进行处理或撤离至安全地点。四、按设计规定布置水沟，经常保持水沟的畅通，及时排出巷道积水。五、在探放水过程中，必须严格执行第二条的规定。第五节 机电管理一、为本巷道掘进配置的机电设备的使用和操作实行专职制，设备维护、管理实行责任制，执行岗位交接班制，安全停送电制度。机电设备必须保持完好。由机电科指定专人对各台设备、各电缆的安装、维护、检修、敷设负责，实行挂牌管理。二、若机电设备发生故障严禁出现带电检修，除专业的电工其他井下工作人员不得擅自触碰机电设备，如果机电检修人员不能及时解决的需挂上警示牌。三、严禁出现电气设备失爆现象，严禁带电移动、搬迁、检修电器设备；电器设备的过流、漏电、接地保护必须完善，做到安全可靠。四、各种缆线的敷设必须吊挂整齐，安全距离符合煤矿安全规程的规定。五、风镐掘进落煤安全技术措施1、 工作前应先对风镐进行全面检查，加注润滑油。2、风管接好后，要打开风闸，排除风管内杂物，然后再接风镐，并拧紧接头。操作中随时检查接头是否牢固，以免脱落伤人，工作中要随时加油。3、 风镐掘进落煤前，应确定好退路，并进行敲邦问顶，处理浮矸活石，以防片帮或煤矸掉落伤人。4、 掘进落煤时一手抓住镐柄，一手拖住镐体用力向煤壁推压，只能依靠钎子的震动将煤矸震落，不得强顶硬冲，不得垂直煤壁推压，以减轻手臂震动和损坏镐杆。5、 镐钎卡住时，可往复摇动风镐或清挖稿尖周围煤岩，松动后再拨出，严禁横向强行扳拉镐。6、 落煤工作结束后，应关闭干线风管阀门，卸下供风软管，拆下镐钎，关好风闸、卡套孔，盘好软风管。第六节 运输管理一、平巷内人力推车两车之间的距离不得小于30米，且每人一次只能推一辆车，严禁站在煤车的两侧推车。二、推车前，必须事先了解巷道及轨道情况。清理影响通车的矸石、背板等所有障碍物。三、推车前要检查巷道支护是否完好。如发现平帮、冒顶等安全隐患，要进行处理，否则不得推车。四、推车时，两手不要扶在矿车的两侧，防止碰手。严禁低头推车；严禁放飞车。五、如果在推车过程中遇到行人时，行人必须站在巷道两侧，等矿车经过5米后再行人。第七节 盲、废巷管理对施工过程中出现的盲、废巷按以下要求管理：一、盲、废巷应填实或在距开口5m内砌筑一座砖、石或混凝土墙，再在外设置栅栏。二、盲、废的密闭墙外必须设置排水沟，同时密闭必须留漏水孔设成反水池，防止在盲、废巷内形成积水老窑。三、工程技术人员要及时测量盲、废的井巷位置，及时在井上、下对照图和采掘工程平面图上填绘。二、 四、在盲、废巷栅栏外设置瓦斯检查管理牌板，且每天至少检查一次。五、巷道过老巷的技术措施：1、在迎头距老巷20米时，为避免老巷内瓦斯聚集导致事故的发生，要先用探眼释放老巷内聚集的瓦斯，当班瓦斯检查员必须经常检查瓦斯，并且每班检查瓦斯不得少于4次，若瓦斯超限时，必须及时撤出受影响的所有人员，待瓦斯含量低于1%时，方可进入作业点进行施工。2、在过老巷时只准许用风镐掘进，做好及时护顶、支柱，严禁空顶作业；3、掘进迎头距过老巷10处，开始对巷道进行加强支护，支架与支架进行连锁形成整体。4、掘进迎头过老巷时严禁空顶空帮作业，带班领导及安全员必须现场指挥作业，顶帮必须用厚度不低于8cm的劈材及棵子关严背实，防止片帮冒顶。5、过老巷段的棚距要适当加密，由原来的0.25m改为0.2m，严禁此段棚距超宽,此段的支架必须进行连锁，使支架连成整体。6、在去掉碍事的木梁腿前，必须使用瓢山打进支护好此段顶板，然后将木梁腿刨出，拆下的木梁腿要及时运出迎头，保证迎头人行道畅通。7、工作时每班安排专职观察员，用好前探梁，每班必须有两架以上的备用材料。第八节 工程验收一、各班值班人员，必须严格按规定质量标准进行现场交接班，施工工程质量必须符合第三章第三节，巷道工程质量规定表的要求。二、巷道内必须保持整洁干净，无杂物、无积水、无浮煤浮矸，做到文明生产。三、每月月底或工程完工后，由矿质量验收小组对工程进行验收检查，并完善各种验收表册。第九节 特殊安全措施一、巷道经过断层、破碎、带裂隙时的措施1、顶板破碎，压力大时，必须采用超前托顶支护（即撞楔法）以减少顶板破坏。2、破落煤后，必须及时托顶支护及时支护，支护受力要均匀。4、巷道经过破碎带时，托顶支护（或撞楔法）棚梁之间必须打点柱。5、过断层时，必须防止顶板片落，造成空顶引起冒顶。二、防止局部冒顶及处理措施1、发现冒顶预兆和顶板来压时，应先将作业人员撤到安全地点，待顶板来压稳定后再进行处理。2、冒顶发生时应先通知安全生产负责人员到现场查看后，采取措施后方可进行处理。3、处理冒顶时，必须加强冒顶区的支护强度，防止冒顶范围扩大。4、处理冒顶时，安全员、班长必须现场观察指挥作业。第十节 其它1、施工中，施工人员必须严格按质量标准执行。2、施工中，施工人员必须严格执行煤矿安全规程及其他有关规定执行。3、施工中，施工人员必须严格执行有关安全生产方面的规定和制度，各工种必须严格执行操作规程。4、施工中，施工人员必须严格按给定的中腰线施工。5、严格执行各工种交接班制度，上班班长要对下班班长说明作业环境中的具体情况，并作好记录。 第七章 灾害预防及避灾路线第一节 地质条件及自然因素由于地质条件及自然因素的影响，可能造成灾害事故的发生，因此所有施工作业人员都必须熟悉各类事故发生的征兆和预防措施，提高安全意识和操作技能，预防和减少各类灾害事故的发生。第二节 灾害预防 为有效防范水、火、瓦斯、煤尘、顶板等五大矿井灾害的威胁，减少或杜绝各类事故的发生，本工作面必须严格加强“一通三防”管理和顶板管理。坚持“安全第一，预防为主”的安全生产方针。坚持瓦斯超限就是事故的理念，加强通风系统的建设，注重安全资金的投入，加强安全管理，强化员工的安全素质教育。坚持先安全、后生产；再安全、再生产；不安全、不生产等安全生产理念。加强隐患排查治理力度，把隐患消灭在萌芽状态；从各个方面保证工作面的安全生产按计划进行。第三节 工作面发生顶板事故时的避灾路线一、熟悉冒顶前的预兆，工作面冒顶前一般会出现以下征兆：1、顶板断裂、顶板压力加大、支柱打滑、支柱断裂、顶梁破断等会发出声响；2、顶板破断、支柱折断、顶板压力加大等会导致掉渣；3、顶板压力增大、煤体浅部压酥，片帮煤、矸增多；4、顶板冒落前已经离层，问顶时会发出空响；5、顶板冒落前会产生裂缝，或裂缝延长、加大、加深、加宽、裂缝密度加大；6、顶板大面积冒落前会出现瓦斯涌出异常，有淋水的地点顶板淋水加大，涌水量出现异常。发现冒顶预兆，立即撤出现场，并报告矿调度室。二、按设计要求选用支护材料，支护的强度、密度及支护质量必须符合设计规定。三、尽量减少顶板的悬露时间，能满足架设支架时立即架设。四、遇破碎带时应加强、加密支护。避灾路线：工作面迎头1874m回风巷总回风巷地面。第四节 工作面发生火灾时的避灾路线若工作面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故时，都会产生强大爆炸声和空气冲击波，瞬间生成高温火焰，并产生大量有毒有害气体。这时在现场或附近的工作人员，一定沉着冷静，千万不要惊慌失措，乱喊乱叫，应积极自发组织自救、互救。当听到爆炸声响或感觉到爆炸冲击波造成的空气震动气浪