113101运料石门掘进作业规程.doc

113101运料石门掘进作业规程目录前 言2第一章 地质概况.3第二章 工程概况.5第三章 巷道施工.6第一节 破岩方式.6第二节 巷道支护.8第三节 装载运输.14第四节 施工组织.15第四章 一通三防.18第一节 局部通风.18第二节 安全监测监控.20第三节 掘进防突.21第四节 瓦斯防治.25第五节 防尘、隔爆和防自然发火.25第六节 防治水.25第五章 掘进供电.25第六章 生产系统.28第七章 安全技术措施.37第一节 施工准备.37第二节 打眼、爆破与爆破材料管理.38第三节 顶板管理.45第四节 “一通三防”管理.47第五节 机电、运输管理.50第六节 防治水管理.54第七节 锚索机使用安全措施.55第八章 掘进工作面质量标准化56第九章 灾害预防及避灾路线.57第十章 施工组织措施.59前言工程名称：本规程所适用的的掘进巷道为113101运料石门。工程范围及工程量：从副斜井指定点开口，直到揭露13-1煤层顶板，预计总工程量105m，预计工期两个月。施工目的及巷道用途：本工程主要是为了形成我矿首采面113101回采工作面，该巷为113101回采工作面提供材料运输等，我矿属煤层群开采，此巷作为下一工作面揭露煤层、布置采面、形成系统等起重要作用，属矿井开拓巷道。编制依据：水城县都格乡河边煤矿开采设计方案；水城县都格乡河边煤矿安全专篇；水城县都格乡河边煤矿地质报告；煤矿安全规程国家法律法规；地方有关行业规定；各工种操作规程等。第一章 地质概况一、地质说明书工作面名称113101运料石门位置及界 限此巷位于副井、风井筒之间，从副斜井+937.53m标高处拔门，到+922.943m标高落平，沿平巷掘进，直到揭露13-1煤层顶板巷道全长105m。与邻近工作面及地面的关系此巷西翼下侧为副斜井，水平相距3.2m，相对垂高从033.35 m,西翼上部是回风井，水平相距29 m，相对垂深从18.416.9m，其它周边无任何巷道和采空区，相对地表标高为973.25 978.25m，与地表垂深50.355.3m地面为山地，无村庄及其它建、构筑物、河流。工 作 面特 征走向长开采煤层从13-2煤层底板掘进,穿13-2煤层,穿13-1煤层底板,进入13-1煤层.顶底板岩性及其稳定性顶板：穿层掘进，泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩、煤。构 造 情 况本掘进工作面地质构造较简单，根据已揭露的巷道看，预计本巷范围内无地质构造。水文地质情况本巷掘进范围内无水体，但要预防不明小窑，必须采取先探后掘的原则，探明前方煤岩层情况及水源情况，防止误揭煤层或误揭不明水体。瓦斯涌出情况此巷岩巷掘进，根据周边巷道观察，瓦斯涌出量最大为0.36m3/min，但要揭露两层煤，揭煤时，瓦斯涌出量绝对偏大，供风量最少不小于300m3/min，必须编制设计和措施，严格按设计、措施揭煤。其他情况穿层掘进，围岩性质不同，必须加强支护，特别是岩性变化带，过煤层及煤层附近带，必须要加强顶板管理。二、掘进区域煤岩层综合柱状第二章 工程概况一、巷道布置平、剖面图二、掘进意向图三、巷道概况巷道在开口点按此巷开口措施拨门，按和副斜井19的夹角拔门，在牛箅子处落平，然后沿347的方位沿平巷施工，巷道穿层掘进，分别揭露13-1煤层和13-2煤层。巷道全长105 m。第三章 巷道施工第一节 破岩方式一、本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。二、打眼机具：用MZ-1.2电煤钻或28型风钻打眼，眼径42。三、装载、运输：施工巷采用人工装（煤）矸，箕斗或矿车走货。四、炮眼布置图炮眼布置图（单位：）五、爆破参数表爆破参数表炮眼序号炮眼名称炮眼角度装药量（kg）计累装药量（kg）起爆顺序偏角倾角12辅助掏槽眼000.61.2136掏槽眼1600.62.42729辅助眼000.49.233035帮眼400.42.443644顶眼040.43.644552底眼0-40.43.25合计22六、装药结构采用正向装药，正向起爆，见装药结构图如下：装药结构布置图七、连线、起爆方式起爆使用MFd-100型发爆器全断面一次起爆，连线方式为串联。八、防尘方法采用湿示钻眼，炮眼用水炮泥、黄泥充填至眼口，放炮前、放炮后、装前洒水降尘，使用风水喷雾，随时冲洗巷道。第二节 巷道支护一、临时支护1、支护形式 选择金属前探梁为临时支护。2、支护材料金属前探梁为4m长18Kg/m钢轨两根，每根前探梁用两个专用吊挂卡吊挂在锚杆未端（专用吊挂卡卡环用铁管和锚杆螺母焊制，锚杆螺母旋在锚杆未端），控顶区域用厚70mm的木大板铺严，具体吊挂位置及支护参数见附图。前探梁支护剖面图（单位：mm）前探梁支护平面图（单位：mm）3、质量要求叙述金属前探梁必须平直，专用吊挂卡必须保证完好，强度达到要求，所用木板厚不少于70 mm，必须完好无腐蚀，保证和前探梁的搭接长度不少于300 mm，控顶区不大于1.8m，控顶区必须用木板铺严。前探梁前必须进行敲帮问顶，找掉帮、顶活矸。4、保证措施临时支护的有效性：炮后，使用该前探梁能全部将迎头的空顶区域支掩，如巷顶掉矸、垮落时，前探梁上的木板能防止坠落的煤（矸）落下伤人，但巷帮不能支掩，必须找净。及时性：该前探梁使用方便，炮后，只要将专用吊挂卡提前上到锚杆未端，及时将钢轨穿入卡环，钢轨直到迎关撑子面，在其上面铺严木板就可支掩空顶区域。管理措施：安全员及其他跟班管理人员现场监督，临时支护不到位，严禁进入迎头作业。二、永久支护1、支护形式根据所提供的巷道支护设计，选用锚网喷+锚索支护。2、支护材料所选用的支护材料的型号、规格、数量及材质要求等。顶锚杆为202000的螺纹钢锚杆7根，材质为A3钢。帮锚杆为201500的螺纹钢锚杆6根，材质为A3钢。托盘由厚8mm，130mm130mm的正方形钢板制成。锚固剂型号为MSK23.60型，长度为300mm，每根顶锚杆使用三节，每根帮锚杆使用两节，每根锚索用5节。锚网采用直径为6.5mm圆钢加工制作，网的规格为长宽=2000mm1000mm，网格为长宽=100mm100mm。锚索为15.24mm8000 mm高强度松弛钢铰线制成，级别250KN。喷浆用料为水泥砂浆，其配合比（水泥：砂：水）为1：2.5:0.4。3、巷道支护参数表巷道名称113101运料石门围岩类别岩巷(穿两层煤)断面形状半圆拱形顶锚杆规格202000帮锚杆规格(mm)201500锚索规格15.24mm8000锚杆锚固长度（mm）300400锚索锚固长度（mm）7501000毛高（m）3.85净宽（m）4.2锚杆锚固力（KN）40毛宽（m）4.4净断面（m2）12.57锚索锚固力（KN）250毛断面（m2）1354锚杆排列形状矩形净高（m）3.45锚索排列形状矩形锚杆间距（mm）800锚杆排距（mm）800锚索间距（mm）2000锚索排距（mm）24004、支护平、剖断面图支护剖面图（单位mm）支护平面图（单位mm）注：17为顶锚杆；813为帮锚杆；1416为锚索。5、质量要求质量要求必须符合安全质量标准化及考核评级办法以及其他有关技术管理规定，要求质量等级不低于3级。6、质量保证措施及施工要求：严格按中腰线进行施工。地测科随时检查中腰线，施工巷中腰线误差不大于100mm，否则返工。7、锚杆支护：（1）按线布眼、“三径”匹配，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1.95m。（2）顶锚杆采用锚索钻机（型号MQT130），钻头采用PCD 28mm进行打眼安装锚杆。（3）两帮锚杆采用YT28型风钻配合28mm 钻头进行打眼，帮锚杆机（MQS50/1.8）进行安装。（4）安装锚杆前，眼内清扫干净，用锚杆将树脂药卷轻轻送入眼底，再用锚索钻机（帮锚杆机）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，拧紧力矩不小于100N.m，要求托盘紧贴岩面，确保支护有效，避免顶板离层，锚杆外露长度为30mm50mm。（5）网片全封闭巷道，网片要压茬连接，搭接长度不小于100mm。（6）每300根锚杆进行一组（一组三根）锚杆拉力试验，锚固力必须达到5t以上，拧紧力矩不小于100N.m，不合格的必须重新补打。8、锚索安装：（1）按线布孔，“三径”匹配，眼位要准确，安装前清孔。（2）采用锚索钻机（型号MQT130），钻头采用PCD 28mm进行打眼安装锚杆。（3）锚索要随打随安装，但可把当班安装的锚索集中一次进行张拉。（4）张拉锚索前，应先检查张拉千斤顶、油泵各油路接头处是否有完好符合求，否则，必须先进行处理好后，再施工，张拉力250KN。（5）张拉锚索时，应使张拉油缸与锚索保持同轴。张拉千斤顶卡住锚索后，人员可暂撤到千斤顶侧面，张拉千斤顶正下方禁止站人。（6）锚索外露长度控制在30050 mm。9、喷射混凝土（1）喷射混凝土厚度为100mm，喷浆用料为水泥砂浆，其配合比（水泥：砂：水）为1：2.5:0.4，速凝剂渗入量35%。（2）初喷必须紧跟迎头，不得大于300mm，喷厚5070mm，复喷距迎头不得大于30m，复喷后必须保证巷道表面光滑平整，并达到设计厚度100mm，回弹不大于15%。（3）喷完后洒水养护3天。（4）保证强度达到要求，每成巷30m取一组砼试验，每组试块三个，规格150mm150mm150mm。10、补强支护：为加强顶板观测，每隔50m安设一个顶板离层仪，如顶板离层大于150mm，或喷体出现开裂等现象，采用补锚网喷进行修复。第三节 装载运输一、运输方式：绞车提升。二、绞车型号：JTK1.00.8A三、运载设备：矿车或箕斗。四、装载方式：人工。五、临时轨道铺设1、轨道采用30Kg/m钢轨，沿巷道中线铺设。2、临时轨道距迎头距离不大于4米，永久轨道距迎头不大于10米。3、除弯道外，两轨面高差不大于10；4、除弯道外，两轨内宽为600+5/-2；5、枕木间距为600-700，枕木长度为1000-1200，道钉齐全、压紧，枕木无朽木。6、接头间距不大于5；7、接头上、下、左、右偏差不大于2；8、接头夹板螺丝齐全、紧固。第四节 施工组织一、掘进工艺流程掘进工艺流程图二、施工设备及配备表设备及工具配备表序号名称型号 数量备用备注1绞车JTB1.21.012箕斗3吨侧卸式13矿车1吨554锚索钻机MQT13015帮锚机MQS50/1.816凿岩机YT28217煤电钻MZ1.2118煤保119信保1110瓦斯传咸器GJC4(B)2211风机FBDNO6.02/215211台备用1台工作12风机开关13闭锁开关14风镐215铲816手镐217找顶工具118大锤117风管418水管219瓦斯抽放管819脚手架21套20风泵1121探水钻ZDY12501122放炮器MFd1001123喷浆机PZ5B11三、循环组织（一）、工作制度根据施工条件、生产技术水平、施工工艺、人员和设备配备等条件，采取分组作业，施工队分成出碴组、打钻组、支护组、喷浆组四个组。出碴组负责出碴、文明生产、施工水沟、铺道工作；打钻组负责施工爆破眼；支护组负责锚网；施工顺序按施工工艺流程进行。单组作业完毕，经班组长验收合格后下班。（二）、循环方式根据施工条件，选用小班单循环，必须一掘一支护，每循环进度不大于1.8m，圆班施工一个循环。施工时，严格按探放水、揭煤措施掌握好施工进度，严格执行措施规定。四、劳动组织（见劳动组织表）劳动组织表编 制出 勤合 计在册备 注班次工种早中夜班 长11134机 电 工11134绞车司机11134出碴工551010打眼工334放炮员112支护工3366喷浆工666瓦检员11134安全员11134代班矿长11139合 计1814124457五、正规循环作业图表正规循环作业图表第四章 一通三防第一节 局部通风一、需风量计算1、按同时工作最多人数计算：Q=4N=420=80 m3/min式中：Q工作面所风量（m3/min）,下同；N同时工作最多人数；4每人每分钟供风标准（m3/min）。2、按最多同时起爆药量计算：Q=500A/t=50022/30=366 m3/min式中：A最多同时起爆药量（Kg），取26.8 Kg；t稀释炮烟所需的时间，一般取2030 min。500每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的风量（m3）。3、按瓦斯涌出量计算：Q=100q绝k=1001.52=300m3/min式中：q绝绝对瓦斯涌出量； k瓦斯涌出不均衡系数1.22.1，取2.04、按最低、最高充许风速验算：满足VminSQVmaxSVminS=0.2513.5460=203.1 m3/minVmaxS=413.5460=3249 m3/minQ取366 m3/min符合要求式中：S掘进巷道净断面（m2），取13.54 m2；Vmin允许最低风速（m/s）；Vmax允许最高风速（m/s）二、局部通风机选型根据风量计算及各种功率局部通风机性能，选用215KW的对旋式局部通风机。其额定风量为250 m3/min450 m3/min符合通风要求。三、局部通风机安设风机安装在地面，距井口至少20m以外，具体布置见风机安设位置示意图。风机安装位置示意图第二节 安全监测监控一、安全监测监控安装位置示意图。监控系统布置示意图说明：T1（型号GJC4(B)）掘进工作面风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面迎头不大于5m的地点。T2（型号GJC4(B)）掘进工作面回风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面回风口不大于10m的地点。T1、T2瓦斯传感器报警浓度均为0.8%，瓦斯传感器断电浓度1.2%，复电浓度0.8%。断电范围：T1、T2：掘进工作面及其回风流内全部非本质安全型电器设备电源。第三节 掘进防突一、该掘进工作面要揭穿13-2和13-1两煤层，两煤层均在1.7m左右厚，此两层煤按突出煤层管理，在揭煤时必须编制揭煤设计和揭煤措施，严格按措施、设计进行揭煤和掘进防突管理。二、揭煤程序：1、当迎头距离煤层法线距离10m时，采取在工作面迎头施工4个前探孔，准确探清前方煤层位置及赋存情况，钻孔必须穿过煤层进入顶板0.5米。2、当迎头距离煤层法线距离7米时（若工作面迎头处于地质构造带还应加大其法线距离）,采取在工作面迎头施工抽放钻孔，封孔抽放,抽放钻孔个数为15个,钻孔间、排距为800mm800mm，每个钻孔深度必须穿过煤层进入顶板500mm，抽放钻孔直径为75mm，钻孔沿煤层层面必须控制到巷道轮廓线外12米的范围内。3、当工作面迎头距离煤层法线距离5米时，采取在工作面施工钻孔进行煤层压力测定或煤层瓦斯含量测定，只有当残余瓦斯压力值0.74 Mpa或残余瓦斯含量8 M3/t,方可判断实施的区域防突措施有效，否则必须再次采取补打钻孔抽放，直到有效。4、当工作面迎头距离煤层法线距离1.5米时，采取在工作面迎头施工效果检验孔，只有当工作面预测K1值0.5ML/g.min1/2且打钻时无顶钻、卡钻、夹钻、喷孔时,方可判断工作面无突出危险性。5、工作面无突出危险性后，采取远距离放炮（该井筒内人员全部撤到地面，在地面启爆）一次揭开煤层。三、防突管理从煤层底（顶）板岩石的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶板2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业，严格按防突进行管理。（一）、防突预测113101运料石门区域综合防突措施经检验符合要求后，掘进过程中必须对工作面进行预测，采用WTC和弹簧秤测定K1值和钻屑量，只有K1值0.5 ML/g.min1/2且钻屑量6Kg/m,打钻时无夹钻、顶钻、喷孔等预兆时，方可判断为无突出危险工作面，经矿总工程师同意后，方可在采取安全防护措施的前提下进行采掘作业，否则，必须执行工作面防突措施，直到效检指标达到要求为此。预测过程中必须每2米测定一个K1值，每1米测定一个钻屑量，预测人员预测过程中，必须严格按照防突仪器的要求操作，严谨弄虚作假，操作中必须认真记录好施工钻孔的情况，出现异常情况，及时汇报矿调度室并向相关矿领导反映。（二）、工作面防突措施1、当预测工作面有突出危险时，采取在继续补打抽放钻孔的方法作为工作面防突措施，抽放钻孔个数为15个，孔深50米，钻孔间、排距为800mm800 mm，抽放钻孔必须控制到巷道轮廓线左右帮各5米的范围内，钻孔见煤点沿煤层面上、下各12米的控制范围内。2、抽放钻孔施工结束后，必须立即搭接进行抽放，每次预抽时间原则上不少于3个月，抽放率30%，抽放结束后，经效果检验K1值0.5ML/g.min1/2且钻屑量6Kg/m,打钻时无夹钻、顶钻、喷孔等预兆时，方可判断为无突出危险工作面，经矿总工程师同意后，方可在采取安全防护措施的前提下进行采掘作业。（三）、工作面措施效果检验每次施工完工作面防突措施后，必须进行工作面措施效果检验，检验方法与工作面预测方法相同，只有在K1值0.5ML/g.min1/2且钻屑量6Kg/m,打钻时无夹钻、顶钻、喷孔等预兆时，方可判断采取的防突措施有效，经矿总工程师审核同意后，方可在采取安全防护措施的前提下进行采掘作业（四）、安全防护措施：1、压风自救系统：必须在113101运料石门内每隔50米安设一组临时的压风自救站，每个压风自救站安设8个压风自救袋。2、携带隔离式自救器：每个入井的人员必须携带隔离式自救器，携带自救器的人员必须能正确佩戴并能使用。3、远距离放炮管理：揭煤期间，放炮地点设置在井口往西20米的安全地点，放炮期间井口前方50米，两侧20米范围严禁任何火源存在。4、爆破停电撤人：揭煤期间，主井筒及该巷内非本质安全型电源全部停掉，人员全部撤到地面井口两侧20m以外。5、在回风流设置长度不小于20m的防爆水棚。第四节 瓦斯防治1、严格按要求完善瓦斯抽放系统，瓦斯抽放浓度不小于30%。2、严格揭煤管理，严格效果检验，不消突不掘进。3、加强局部通风管理，微风、无风不作业。4、加强瓦斯检查制度。5、加强机电设备管理，杜绝失爆。6、严格爆破管理。7、监控系统必须正常监控人，风电闭锁、瓦斯电闭锁必须保证灵敏可靠。第五节 防尘、隔爆和防自然发火1、防尘：在回风流设置全断面净化水雾，炮前炮后洒水降尘，坚持湿式钻眼，装岩洒水，清洗巷帮等综合防尘措施。2、隔爆：在回风流设置一组隔爆水棚，水袋间距1m，总设置长度不小于20m。3、自然发火：煤层按自然发火煤层进行管理，巷顶巷帮采用不燃性物质充填严实，巷顶巷帮及时采取喷浆全断面封闭，防止煤层自然。第六节 防治水1、该巷施工必须编制探放水设计，严格按探放水设计执行，必须做到先探后掘。2、该巷掘进，帮距取30m，超前距取30m。孔深80 m（见探放水钻孔布置图）。探水钻孔布置平面示意图探放水钻孔剖面示意图巷道剖面 3、探放水孔在迎头布置，每次布置9个钻孔。4、探放水钻孔技术参数见下表：探放水参数表孔号1234方位角（）347332217倾角（）0+6+12+18深度（m）83888869孔径()757575755、其他严格按该巷探放水设计执行。第五章 掘进供电一、该巷掘进，严格按供电设计进行供电及设备布置。二、掘进供电基本要求风机必须实行三专供电，严格执行风电闭锁、瓦斯电闭锁。供电线路敷设：电缆悬挂点间距不得大于3m；电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆严禁悬挂任何物件，电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子的上方，并保持0.3m以上的距离。井筒和巷道的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，当受各种限制需布置在同一侧时，应敷设在距电力电缆0.1m以上的地方。电缆沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端，穿墙电缆的墙两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。电缆穿过墙壁部分应用套管保护，并严密封睹管口。整定电流校验、检漏试验制度严格执行供电设计。电器设备“三大保护”齐全。二、供电系统图（附后）第六章 生产系统一、通风系统1、局部通风机安装地点：局部通风机安设在地面,距离井口20米以外。2、选用抗阻燃、抗静电的风筒，其直径为600mm。3、风机的安装要求（1）、风机必须安装在平整的地方，且不得阻碍正常的通车及行人。（2）、凡施工人员必须听从负责人的指挥，不得到处乱串，相互打闹。（3）、风机安装前必须对风机及开关进行检查，确认完好后方可运下井。（4）、风机安装前的基础必须找平、牢固，其部件及螺栓必须齐全，完好无损伤。（5）、电工必须持证上岗，严格按接线工艺要求施工，电气设备严禁进水，严禁失爆，严格执行停送电制度。电工必须清楚供电线路。（6）、风机安装高度不得低于0.3米。（7）、按设计必须安装“三专两闭锁”装置。（8）、安装过程中，应全面检查风机，确认完好后方可进行试运转，先空试，再带负荷运转。（9）、安装过程中，应作到稳拿稳放，严禁猛烈撞击。（10）、试运转过程中，如遇紧急情况，应立即停机。4、风筒的安装要求（1）、风袋与局扇连接处必须使用铁风筒作过度接，接触严密不漏风。（2）、吊挂风袋前先拉直大线，在直巷段必须吊挂平直，缝环必挂，拐弯处必须使用弯头，严禁拐死弯。（3）、风袋的吊挂高度尽量与巷道底板保持同一高度。（4）、风袋的吊挂严禁用铁丝进行吊挂。（5）、风袋之间的连接处必须采用双反边连接。（6）、需处理钻场、高顶处的瓦斯时，必须接风袖，严禁割破口处理瓦斯。（7）、风筒出口距迎头的距离不大于5.0米。（8）、风袋进行编号管理。（9）、风筒布的环严禁用铁丝进行吊挂。5、双风机、双电源要求：为保证该头局部通风的可靠性，在该头开口前即安装双风机装置。在地面安设两台215KW同等能力的局扇进行供风，并各引自一趟电源，当一台局扇停止运转时自动切换启动另一台局扇，局扇出风口均安设风流自动切换装置。从而防止掘进工作面瓦斯的积聚，减少或杜绝无计划排放瓦斯。6、通风系统：新风：地面（局扇）副斜井（风筒）113101运料石门（风筒）掘进迎头污风：掘进迎头113101运料石门副斜井地面7、通风系统示意图。通风系统示意图二、压风系统1、地面压风房并联两台螺杆式空气压缩机，型号：LU110-81VR；容积流量：20.6m3/min；功率：110KW；工作压力：0.8Mpa。2、压风主管采用4寸铁管接到施工地点，在各用风地点设置变头，变头将风引向设施、设备。3、压风自救系统在此巷迎头2540米安设一组，每组压风自救装置的急救袋为8个，安设高度不低于1.61.8米，且能够方便开启，每组压风自救装置的供风量不低于0.1m3/min。4、压风路线：压风房副斜井113101运料石门施工迎头3、压风系统图。压风系统示意图三、综合防尘系统1、防尘水源来自矿区泉水，储水池为500 m3 水池，用4寸铁管往井下输送，主管路每隔50m设置一个三通，便于冲洗巷道和防灭火。2、在该巷回风流设置防尘水幕，水幕安装距离顶板不大于300mm。全断面净化水幕距离迎头50米安设一组，掘进过程中每隔200米安设一组，迎头采用软管进行洒水灭尘。3、防尘管路路线：地面水池副斜井113101运料石门施工迎头4、防尘系统图。防尘系统示意图四、防灭火系统1、防灭火系统采用防尘系统，管路中随时保证有水源。2、机电设备集中地点，施工迎头附近各配备两台合格的灭火器（8Kg）和0.5m3灭火砂，灭火器和灭火砂必须放在专用的架子和砂箱内，不得移做他用。五、安全监控系统1、掘进工作面必须配备两台瓦斯传感器。2、瓦斯传感器安装位置及断电范围：T1（型号GJC4(B)）掘进工作面风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面迎头不大于5m的地点。T2（型号GJC4(B)）掘进工作面回风流瓦斯传感器，安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距工作面回风口不大于10m的地点。瓦斯传感器报警浓度0.8%，瓦斯传感器断电浓度1.2%，复电浓度0.8%。断电范围：掘进工作面及其回风流内全部非本质安全型电器设备电源。3、安全监控的安装、使用、维护严格按煤矿安全规程规定执行。4、矿长、副矿长、技术负责人、爆破工、班组长、安全员、电工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和施工地点随时进行瓦斯检测。5、见第四章第二节安全监测监控。六、供电系统：见供电设计。七、供水系统：和防尘系统相同。八、排水系统1、施工地点经水沟排到主井底水窝用潜水泵排到地面。排水路线：施工地点（水沟）113101运料石门（水沟）副斜井（水沟）副斜井临时水窝（25KW潜水泵）主斜井（2寸管）地面。2、排水系统图排水系统示意图九、运输系统1、采用JDK1.00.8A型绞车提升,矿车(3T箕斗装货),人工装矸。2、运输路线：施工地点113101运料石门副斜井地面。3、运料采用矿车（箕斗、平板车），绞车下放到工作地点。4、运料路线：地面副斜井113101运料石门施工地点。5、运输路线图。运输路线系统图十、通讯、照明系统1、井下采用矿灯照明，无照明系统。2、通讯系统：施工地点、避难硐室、井口、绞车房均设矿用程控电话直通矿调度室。3、绞车房、井口、挂车地点设置通话打点器。 二、主要经济指标主要技术指标表序号指 标单位数量备注1巷道毛断面13542巷道净断面12573巷 道 坡 度04锚杆套/m16.255锚索套/m1.256喷浆m3/m(实体)015工 程 量m1056施 工 期月27循 环 进 尺m0.88日 循 环 数个39日 进 度m2.410月 进 度m5011工人数班/名1912掘 进 效 率m/工0.04131415第七章 安全技术措施第一节 施工准备一、施工准备，由矿长负责组织人员传达贯彻作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业，不合格的严禁下井作业。二、施工前，必须完善通风、供风、供水、供电、所需支护材料备好、劳动用具、用品配备齐全。二、施工前地测科必须按设计要求在现场给定中、腰线，施工队按中、腰进行拔门、巷道线路安全设施。三、施工前，在拔门附近打锚索加强支护。三、拔门工作必须编制专门措施，并按设计作出大样图，施工人员严格按图、按措施进行施工。四、拔门过程中，严格执行“施工不行车、行车不施工”，“行人不行车，行车不行人”制度，严格敲帮问顶制度，严格执行控顶制度。五、开口前必须经矿安全矿长组织有关人员现场进行安全检查验收并下发开工报告才能开口。第二节 打眼、爆破与爆炸材料管理1、钻眼前先检查风、水管是否畅通，连接头是否可靠，并注油进行试运转，只有确认设备完好、管路畅通、连接头牢固可靠时，才能开钻打眼。2、钻眼时，领钎人员要站在安全地点严格按炮眼布置图点好眼位，扶钻人员要躲开眼口方向，站在钻机侧面，两腿前后错开，脚蹬实处，禁止蹬空或骑在气腿上钻眼。3、钻眼时，要掌握好锚杆眼角度、深度，要求要钻得准、平、直、齐。4、开钻时先给水，后给风，钻眼过程中，风钻钻杆与钻眼方位要保持一致，推力要均匀适当，在风钻前及钻杆下严禁站人。5、坚持湿式钻眼，严禁干打眼，严禁打眼与装药平行作业，严禁在老眼，残眼内或瞎炮中打眼装药放炮。6、更换钻眼位置或移动调整钻架时，必须将风钻停止运转。7、钻眼过程中需加油时，必须先关风后加油。8、钻眼过程中，要经常检查拧紧风、水管接头，严防脱落伤人。9、钻眼结束后，要先关风后关水,然后将风、水管拆下，将钻杆、风钻，风水管撤到距迎头至少30m以外的地点码放整齐。10、打眼时必须严格跑破作业图表的炮眼布置图及施工断面图的要求打眼。11、使用电煤钻打眼，每班开钻打眼前，对综保做一次跳闸试验，发现问题立即叫电工处理。12、经检查综保运转正常后，再将电煤钻移至工作面，并将电煤钻负荷线悬挂于巷道一侧或支架上，严禁将电缆乱堆乱放。13、钻眼工必须按操作规程进行操作，打眼时不准带手套，衣服要穿戴整齐，严禁衣物和其它穿戴不整齐的东西缠绕钻杆。14、钻眼操作每两人一组，一人在钻杆一侧，领纤定，一人操作电煤钻。15、钻眼过程中，要经常敲帮问顶，临时支护必须到抵到撑子面。16、钻眼过程中，推力要均匀，要顺势推进，分隔一段时间，要求来回抽动钻杆，以便排出眼内粉状物。17、掘进工作面所有人员，包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆破材料的性能及煤矿安全规程的有关规定。18、井下爆破工作必须有相关资质的专职爆破工担任，并严格执行作业规程及爆破说明书的要求进行爆破作业，爆破作业必须执行“一炮三检查”制度（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度）。19、爆破作业必须执行“三人连锁”放炮制。放炮警戒严格按直巷100米，拐弯巷道75米的要求设置（见爆破警戒图）。20、揭煤过程中，必须按揭煤措施将人员全部撤到地面，在地面设警戒爆破。揭煤时爆破警戒位置示意图 注：揭煤期间，凡和副斜井井筒连通的区域都必须停电撤人，在地面起爆。正常掘进期间爆破警戒位置示意图注：正常掘进期间属岩巷掘进，人员必须撤到至少撤到副井筒内爆破，且警戒点距爆破点至少75m以上，警戒点往下凡和副井筒相通的区域必须撤出。21、爆破作业时不得使用过期变质的爆炸材料，发现要及时交回炸药库。22、爆破作业必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于三级，煤矿许用电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。23、该工作面严格正向装药，正向起爆；严禁反向装药，反向起爆。24、爆破工运送炸药、雷管时，必须使用竹、木质专用炸药、雷管箱；并分别存放在相应的储藏箱内，储藏箱必须加锁。25、运送到位后，炸药、雷管储藏箱必须放在顶板完好，支架完整、无淋水、不潮湿、避开电器设备的安全地点。26、从成束的电雷管中抽取单个雷管时，不得手拉脚线硬曳管体；也不得手拉管体硬曳脚线；应将成束的电雷管脚线顺好，拉住雷管前端脚线将雷管抽出；抽出单个雷管后，必须将其扭接短路。27、装配起爆药卷时必须遵守下列规定：（1）必须在顶板完好、支架完整、避开电器设备和导电体的安全地点进行，严禁坐在爆炸材料箱上装配引药，装配起爆药卷的数量以每次炮眼数目为准。（2）装配起爆药卷必须防止雷管受震荡动、冲击、拆断、脚线和损坏绝缘层。（3）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卷药内，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）电雷管插入后，必须用脚线将药卷缠绕住。28、装药前，先将炮眼内的粉尘用压风吹出；装药时用竹、木炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞，炮眼内的各药卷必须彼此密接，装药后，必须把电雷管脚线绕成团塞在眼孔口，严禁悬空，防止与导电体接触导致事故。29、每个炮眼使用两节水炮泥冲填，余孔采用黄泥冲填严实至眼口，严禁用其他物料封孔。30、炮眼深度小于0.6米时严禁装药爆破。31、有下列情况之一者，严禁打眼、装药、爆破：（1）、炮泥充填不实或炮眼封泥不符合煤矿安全规程的要求；（2）、没有检查瓦斯浓度或瓦斯浓度超限；（3）、设备、材料、工具没有掩护好；（3）、有矿车或其他杂物堵塞巷道断面的1/3；（4）、没有按撤人设岗示意图的要求撤人设岗或没有清点好人数的；（5）、放炮地点没有支护完整；（6）、有透水预兆时；（7）、有煤与瓦斯突出预兆（8）、有冒顶预兆；（9）、通风状况不良好、无风或微风时。32、爆破前要加强对电气设备，使用器材及设施的保护，并将流动设备移出工作面；同时班长要亲自按规定布置警戒，安全员进行监督警戒的布置情况，不符合规定，不得爆破。33、爆破母线必须有良好的绝缘，母线吊挂在风筒帮，并与风筒保持0.3米垂直距离.34、爆破母线与母线的连接、母线与脚线的连接、脚线与脚线的连接必须用胶布包扎，严禁出现明接头。35、巷道施工过程中，爆破母线随用随挂，不得与轨道、金属及导电体接触。36、爆破时只允许使用专用爆破母线，严禁用其它导电体当母线使用。37、爆破前爆破母线必须扭结短路。38、井下爆破必须使用专门发爆器进行起爆，严禁用其它电源起爆。39、每次爆破前，爆破工必须检查爆破网路，把两条爆破母线用手指压在两个测量端上，如测量灯亮说明各雷管联线良好。发爆器必须定期进行维护检修并统一管理和发放。40、发爆器必须由瓦斯检查员随身携带，严禁乱放，严禁转交他人。41、爆破前的联线工作只能由爆破工担任。其他人员不得参与。42、发爆器钥匙由班长保管，只有经班长检查工作面不存在安全隐患，瓦斯检查员检查工作面及回风流瓦斯浓度不超过规定方可把发爆器及钥匙交给爆破工，并在班长的命令下进行爆破。43、爆破后30min，只有当炮烟吹散、瓦检员从外往里检查瓦斯浓度不超过规定，安全员、班长检查工作面无安全隐患后方可通知人员进入作业。44、如爆破崩坏永久支护，必须由外往里逐逐修复。45、通电后如出现拒爆，爆破工必须先取下起爆器钥匙，把爆破母线从起爆器上摘下并扭接短路，至少等15min后才可沿线检查，找出拒爆的原因进行处理后再爆破。46、处理拒爆、残爆必须在班长、安全员的监督下进行，如果当班处理不完的必须在交接班时现场交待清楚，并由接班班组继续处理。47、处理拒爆必须遵守下列规定：（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线爆破。（2）在距拒爆眼0.3米处打与拒爆眼平行的炮眼重新装药起爆；严禁用其他方法进行处理。（3）处理拒爆时，严禁人员在该地段干与处理拒爆无关的工作；处理结束后要及时回收残余炸药和雷管，并交炸药库。（4）爆破后只有得到班长的撤出警戒的命令后，警戒人员才能除警戒。48、严格执行炸药、雷管领退制度。49、爆破工必须经过专门培训持证上岗。第三节 顶板管理1、工作面必须加强顶板管理，临时支护应紧跟工作面，严禁空顶作业。2、每班进班前或放炮后进入工作面应先敲帮问顶，进班后班长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。3、严格按中、腰线及设计尺寸检查、修刷巷道周边，巷道几何尺寸符合要求后，方可打锚杆挂网。4、严格执行“敲帮问顶”制度，进入工作面作业前，施工过程中，打眼前、装药前，放炮前，放炮后，安装锚杆时都必须加强“敲帮问顶”，及时找顶，发现隐患及时处理，确保安全生产。5、施工过程中，必须设专人观山，发现顶板有险情，必须立即停止作业，将所有人员撤至后面支护完好的安全地点，待顶板活动稳定，确认无危险后，请示有关部门经允许后方可继续施工。6、遇顶板破碎时，应加强支护，采用特殊措施进行处理。7、现场的管理人员必须加强对顶板的观测，发现顶板有离层现象时，及时汇报矿调度室和有关矿领导，并把受威胁地点的人员撤到地面，采取措施处理好，安全隐患排除后，方能进入作业。8、严禁人为改变锚杆直径和长度。9、安装锚杆、锚索时，严格按作业规程及措施的要求安装，锚固力必须达到要求。锚杆的锚固力必须达到5T以上，锚索的锚固力必须达到10T以上，锚索锚固力必须达到250KN。10、严格锚杆、锚索施工质量，如有失效锚杆、锚索必须在旁补打合格的锚杆、锚索。11、钢筋网必须全封闭，严禁出现漏铺，并搭接完善。12、喷浆用料严格按比例配制，喷厚达到要求，表面平整光滑，喷后洒水养护，强度达到要求。13、加强巷道观测，如变形超过规定，必须编制措施补强支护。14、严格执行正规循环，每循环进度不大于1.6m。15、见煤点前1m，过煤层1m处必须打一排锚杆加强支护，煤层中按正规间排距布置。16、如出现漏冒，视现场实际补报措施及时处理。第四节 “一通三防”管理一、通风、瓦斯防治1、局部通风机必须由专人负责管理，保证正常运行，其他人员不得随意停、开。2、严格执行停风撤人停电制度。3、使用局部通风，无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。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0.8%和最高二氧化碳不超过1.3%，且符合上述局部通风机开启条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。4、临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置警标、禁止人员进入，并汇报矿调度室。5、每月定期检修局部通风机，严格执行检修停风、停电审批制度，必须保证风机连续运转，彻底消灭无计划停电、停风现象。6、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.2%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 7、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须先检查瓦斯浓度和二氧化碳浓度，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳浓度不超过时0.5%，且局部通风机及其开关附近10米范围内的瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工启动风机恢复正常供风。8、停风区中最高瓦斯浓度、二氧化碳浓度超过1.5%，瓦斯浓度不超过3%时，瓦斯检查员必须汇报矿调度及矿总工程师，并停止所有作业，切断非本质安全型电气设备电源，撤出人员，按措施排放瓦斯。9、停风区中最高瓦斯浓度超过3%时，瓦斯检查员必须汇报矿调度及矿总工程师，由救护队员排放瓦斯。10