1084回风道作业规程1.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名称为1084回风道。二、 掘进目的及巷道用途：掘进目的：形成1084工作面通风系统，用于回风及充当安全出口的作用。三、 巷道设计长度及服务年限：1、巷道设计长度共计60m。2、服务年限：1年。四、 预计开竣工时间预计开工时间为2012年3月23日，竣工时间为2012年4月5日。第二节 编写依据一、设计说明书及批准时间设计说明书为内蒙古乌海市乌化矿业有限责任公司二矿技改初步设计说明书，批准时间为2008年12月二、其他法规及技术规范1、煤矿安全规程，煤炭工业出版社2009年6月第一版。2、煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行），煤炭工业出版社2005年8月第一版。3、煤矿作业规程编制指南，煤炭工业出版社2005年9月第一版。4、煤矿技术操作规程，中国煤矿出版社2006年11月出版。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况水平中组煤8#工程名称1085回风道地面标高+1243 m+1240m井下标高+1013m+1033m地面的相对位置位于井田东部井下位置及四邻采掘情况该工作面上部及四周均未开采邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻为未开拓的采区，施工中主要受静压力影响。第二节 煤层赋存特征一、煤层赋存特征根据附近钻孔资料及实际揭露情况，8#煤层赋存条件较好，煤厚在2.0m-2.4m，均厚2.2m，区内主要可采煤层。顶板岩性为河床相得中粗砂岩，有砂质泥岩伪顶，底板为粘土岩、泥岩、炭泥岩。煤层产状：总体有东高西底之势，属较稳定煤层，距9-2#3.8-14.7m，平均8.45m。煤层赋存及煤质指标（附表2）煤层名称8#煤煤岩类别褐黑色厚度（m）平均2.2煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性煤层结构线理条带煤的自然属于级自燃煤层倾角315地温无异常品种1/3焦煤地压中等容重1.45t/m3瓦斯工作面相对瓦斯涌出量为1.39m3/t硬度（f）23煤层顶底板情况（附表3）顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老 顶砂岩16.09中粗砂岩直接顶砂质泥岩1.40砂质泥岩伪 顶泥岩0.20灰色泥岩直接底砂岩0.3砂岩粘土岩老 底砂岩2.4砂质页岩8#煤综合柱状图见附图1二、煤层瓦斯及自燃根据矿井瓦斯等级鉴定报告，该矿井属低瓦斯矿井。该煤层无煤与瓦斯突出危险性，本区8#煤尘有爆炸危险性；8#煤属级自然煤层。第三节 地质构造及水文情况一、 地质构造1、本区域内无大的断层及构造，2、工作面地面沟壑发育，无蓄水，不影响工作面安全生产。根据8#煤轨道运输巷的施工情况，无断层出现地质条件较简单。二、水文地质情况本区位于桌子山西麓，地处干旱的半沙漠、半草原地带，常年无地表水径流，仅在雨季白云乌素沟有少量，短时间的洪水，矿区大部分地区属于低山丘陵地形，且坡度大，降水集中，利于排泄，而不利于汇集，渗透只是其中的一小部分。区内岩石以粗、中、细砂岩为主，夹泥岩及煤层等，泥沙钙质胶结，一般节理不发育，钻孔资料表明，各层带含水微弱，渗透性不强。综合上述，本区岩层含水微弱，地下水补给来源贫乏，导水性不强，但开采后由于顶板裂隙的形成，可能导致与地表水连通，造成突然涌水的发生，因此在施工时，应予以注意，加强防治水工作。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置巷道开口位置在8#煤层中，以-17度的坡度向下掘进，见9-2号煤层后改为平巷掘进，并于集中回风巷相贯通，形成通风系统，掘进方位25。见巷道布置图第二节 支护设计一、巷道断面1、1084回风巷断面为直角矩形，其断面尺寸为：宽2.6m，高2m，断面积9.36 m2。二、支护方式1、确定锚杆参数：通过相邻、相似1084回风顺槽、轨道运输巷、1084回风顺槽的实际揭露和地质部门提供的资料，结合1084回风顺槽现场围岩状况，又考虑到该巷道埋深浅，服务年限长短，故确定该巷道的支护参数为：巷道采用锚杆支护，锚杆采用16mmL1800mm的圆钢锚杆支护顶板，每根锚杆使用三卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm，两帮采用16mmL1800mm的圆钢锚杆，顶板锚杆间距为850mm，排距为1000mm，两帮间距800mm，排距为1000mm，铁锚盘规格为长*宽*厚=100*100*8mm钢板锚盘，中孔直径20或22，喷射混凝土（C20）厚度为50mm。顶板采用铁丝网规格为（长*宽）=2600*1100mm，网孔规格为（长*宽）=50*50mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，采用14#铁丝连接，且连接牢实。2、按悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算：L=KHL1L2式中：锚杆长度，；冒落拱高度，；安全系数，一般取；1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m；2锚杆外露长度，一般取0.1m。其中：H=B/2f=2.6/23=0.43mB巷道掘进跨度，m f普氏岩石坚固性系数，取3则：L=20.43+0.4+0.1=1.36m施工时取L=2m。2、锚杆直径的确定：根据材料力学计算锚杆直径为：D=4.4P/2Jb式中：D锚杆直径，mmP锚杆截面载荷，取105kn。Jb锚杆屈服点，取410MPa则：D=4.4105/3.1422410 =17.9mm施工时取D=20mm。3、锚杆间、排距计算：a=/KHa锚杆间、排距，m；锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。则：a=43.5/20.4322.54=2.1m施工时取a=1000mm，2.1m,间、排距选择合理。4、锚杆支护密度校核验算：沿巷道掘进方向煤层顶板选取3m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为800 mm1000mm，则该范围内有3排共计15根锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN），因此总锚固力为：F总=1543.5/9.8=66.58t。该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粗砂岩，选取最大密度为2.3g/cm3）为：G围=2.63.622.3=43.05t。F总G围，故所选支护密度适合。通过以上计算，选用直径20mm、长度为2000mm的等强度圆钢锚杆，锚杆间、排距均为800mm1000mm能满足支护要求；三、 临时支护1、 临时支护采用三根吊环式前探梁做为临时支护，前探梁用3寸钢管制作，长度不小于3.2m。前探梁间距0.7m1.4m，用顶板金属锚杆和吊环固定，吊环形式为圆形，吊环用配套的锚杆螺母固定（螺母必须满帽）。前探梁到迎头的端面距不得大于0.3米，距两帮端面距不超过0.3米。前探梁上铺好金属菱形网并用方木接实顶板，方木规格为：长宽厚=1800120120mm或2400120120mm。2、临时支护使用方法割煤后先站在支护可靠处用长度不小于2.0m的钎子及时清除顶帮危岩悬矸。在顶板完好处联网，安好前探梁吊环。将前探梁移至距迎头端面距不大于0.3米处，并在菱形网下放置接顶方木（方木数量根据顶板成型情况确定），然后用木板仨将方木与顶板间紧牢，确保临时支护可靠。因顶板平整时，现场无法使用第二层方木时，可按临时支护图第一层布置方法架设方木后用板仨打紧。如现场两层方木还未接顶时，可按支护布置图依法向上使用前探梁方木并用板仨打紧。直至接实顶，施工过程中严禁空顶作业，并要有经验的专人监护安全情况。巷道断面特征3、巷道断面图（见附图） 附：巷道断面特征表：巷道断面特征项目数量煤岩性断面形状掘进断面（）净断面（）巷道坡度机掘最大控顶距（m）锚杆排距（mm）锚杆间距（mm）割煤前割煤后1200米煤巷矩形10.410.2沿8#煤顶底板掘进0.31.31000850四、工程质量要求：1、保证项目：1）、混凝土为C202）、锚杆安装：材质、规格、角度、深度、必须符合设计要求。3）、巷道净宽合格允许偏差为0150mm，巷道净高优良允许偏差为0-100mm；2、允许偏差项目:1)、锚杆间排距：-100100mm2）、锚杆孔深度：050mm3)、锚杆外露长度：3050mm4)、锚杆与巷壁夹角不小于75第三节 支护工艺一、支护材料：锚杆及锚固剂：锚杆采用16mmL1800mm的圆钢锚杆支护顶板，两帮采用16mmL1800mm的圆钢锚杆，顶部及帮部锚杆均采用加强锚每根锚杆均用2块树脂锚固剂，锚固长度不小于400mm，锚杆外露长度为3050mm，托盘为方形，用8mm钢板压制。树脂锚固剂直径为23mm，每块长度为350mm，锚固剂型号为Z2350，每根锚杆锚固力岩石不小于70KN，煤层中不小于50KN。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，仔细检查围岩情况，清掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得小于5。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，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内的岩粉、积水清理干净。打眼时，必须在可靠的临时支护下操作。2、安装锚杆：安装前，应将眼孔内的积水、粉岩用压风吹扫干净。吹扫时，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，用带有专用套筒的钻机卡住螺帽，开动钻机，使钻机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，方可撤去钻机，搅拌旋转时间大于30秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧紧螺帽。树脂锚固剂完全凝固后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧离，拧紧力矩不小于300NM。3、巷道支护工艺要求：A、临时支护：临时支护必须采用探梁接顶并用木楔紧固结实；每根探梁不少于两个吊环，且必须满帽，并有020mm露丝；距迎头间距不大于300mm。B、永久支护：（1）严格按中线施工，中线至两帮允许误差0+150mm。（2）巷道中净高允许误差为0150mm。（3）锚杆安装构件完好，钢托盘紧贴煤岩面。（4）锚杆在煤层中锚固力不低于50KN，在岩石中不低于70KN（5）严格按规定角度打安 锚杆，角度不合格必须重打。（6）锚杆孔深误差为050mm，锚杆外露3050mm，上吊环的锚杆外露6080mm。（7）锚杆间排距误差为100mm。4、文明生产；巷道文明生产达到“四无、四整齐”。四无：巷道内无淤泥积水；无脏杂物和费旧物料；无积（煤、岩）尘；无尾工。四整齐：牌板吊挂整齐；工具材料码放整齐；工具存放排列整齐；开关上架（上台）排列整齐。三、工程质量规定见表网喷巷道工程质量规定质量标准（mm）部位巷道规格及名称（mm）1-1巷道净宽至任意一帮不小于150上宽4000腰宽4000下宽4000巷道净高腰线上腰线下0300无腰线测全高2600锚固力岩石70KN/根煤层50KN/根锚杆间距100顶板8501000两帮3001000锚杆规格顶/帮161800/161800锚杆角度与巷壁夹角不小于75人工安装锚杆外露正常3050吊探梁6080最小空顶300最大空顶13004、支护材料每米用量附：每米巷道支护材料消耗表施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中集中管理，码放整齐。四、锚杆质量监测（1）锚杆锚固力检测 锚杆必须按规定做拉力实验。巷道每成巷30-50m或每300根（含300根以下）抽样一组（3根）进行检查。锚固力合格条件：被检查所有锚杆均应符合要求。其中有1根不合格，继续抽样检查，若再不符合要求，由矿分管矿长组织分析锚杆质量不合格原因，并采取补充加强支护措施进行处理。拉拔试验后，应及时重新拧紧螺母；如果锚杆失效应及时补打锚杆。（2）锚杆扭矩检测对当班新打锚杆和迎头10米范围内的锚杆，必须进行扭矩检测。每小班抽样一组（5个）做螺母扭矩的检验，使用扭矩扳手，每个螺母拧紧力矩应不小于400Nm。如果其中一个扭矩不合格，将扭矩不足的螺母重新拧紧即可；有2个以上不合格，应将所有螺母重新拧紧一遍，螺母还应每月检查一次，对松动的螺母要拧紧。第四章 施工工艺1085回风绕道按照技术人员标定的中腰线进行掘进，见9-2号煤后改为平巷并与集中回风巷贯通。第一节 凿岩方式一、打眼机具采用QMZ2/8型风钻打眼，地面压风机房供风至井下工作面。二、降尘方法打眼放炮降尘方法：放炮前冲洗煤顶帮，装煤前后洒水灭尘、爆破时开放降水幕，加强个体防护等。第二节 爆破作业一、炸药、雷管使用2#煤矿许用炸药或乳化炸药、毫秒延期电雷管放炮。二、装药结构采用正向装药结构。三、起爆方式起爆使用MFB-100型发爆器全断面一次起爆，联线方式为串联联线。每次放炮前，必须在距放炮地点直线100m（拐弯75m）的各通道上拉绳、挂牌、站岗、警戒。四、光爆质量要求：a、超挖和欠挖尺寸必须符合质量标准规定。b、围岩上留上的眼痕率不少于40%。c、围岩上不应有明显的炮震裂缝。爆破指数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式（f）系数f=2-32乳化炸药Kg/m9.13毫秒延期电雷管个/m164雷管段数段1-55循环进度m1.66炮眼利用率%897爆破体积（实体）m/m8.32第四节 装、运岩（煤）方式一、装岩（煤）方式：人工攉煤装溜子；运输：工作面溜煤眼集中皮带巷主井皮带地面。第五节 管线敷设施工过程中所敷设的电缆、风水管路、要吊挂牢固整齐。风、水管采用2寸钢管，风管、水管、排水管每隔5m用吊挂一处，风管、水管、排水管接口要严密，不得出现漏风、漏水现象。风管、水管要随工作面前进及时延长，确保正常使用。第六节 设备及工具配备设备及工具配备表 表六序号名称规格型号单位数量备注1局扇开关QC83-120台22局扇FBD-211KW部23闭锁开关KBDZ-400台14总开关QJZ-400台15信号总保XL-4台16风动煤钻QMZ2/8型台27开关DW-225台18锚杆钻机MQT-120/2.3型台2备用一台9锚杆拉力计MLY-30台110溜槽SGB-420/30部2一部备用11风镐部112锚索机MQT-100/3.1部2一部备用13说明：镐、锤等工具由工区配齐，各自保管使用。除机电设备外，其它工具以满足现场需要为准，损坏的工具及时更换。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织 采用每天“三八”制（两班生产、一般检修）组织生产，炮掘每班1.5个循环，循环进尺1.6m。日循环次数4.5次，日进6.4m，月进160m（按25天/月计算）。附：劳动组织标工种出 勤 人 员备注一班二班检修班小计炮工112电工1113质量验收员112溜子、皮带司机2215支护工444其他工2226跟班管理人员1113合计1212529第二节 循环作业 为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业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交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表序号项 目单 位数 量煤巷半煤巷全岩1巷道总长度m602在册人数人373出勤率%804循环进度m1.65每班循环次数个1.56日循环次数个37日进度m4.88月进度m1209效率m/工0.2010锚杆消耗套/m511钢托盘消耗个/m512金属网消耗/m3.9613树脂锚固剂消耗根/m1014混凝土m3/m0.815前探梁根/百米116风水管消耗m/100m217风筒消耗m/100m518油脂消耗Kg/m2.519配件消耗元/m3.5第六章 生产系统第一节 通风系统采用压入式通风，局部通风机和启动装置安设在轨道联巷口往外10米处。风机上架，用道木垫实，离地高度不小于0.3m。 一、风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q掘=100q瓦k掘通 /C Q掘=1000.61.61.0=96m3式中：Q掘掘进工作面所需风量，（m3/mim）; Q瓦掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）; k掘通掘进工作面沼气涌出不均衡系数，取1.6；、 C掘进工作面风流中的瓦斯浓度，取1%；2、按人数计算Q掘=4N12=48 m3/min式中：Q掘掘进工作面所需风量m3/min； 4每人消耗风量； N掘进工作面同时工作最多人数；3、按工作面最低风速计算：Q=sv60=9.360.2560=140.4m3/min。4、掘进工作面风速验算按工作面回风流中瓦斯浓度要求验算：Qch4=Q涌/Q最大=（1.39/140.4）100%=0.01%1.0%符号规程要求按工作面回风流中二氧化碳浓度要求验算：Qco2=Q涌/Q最大=（3.41/140.4）100%=0.024%1.0%符号规程要求根据计算、验算结果确定风量：所需最大风量为140.4 m3/min。通过以上计算及验算，通风选择11KW2对旋式FBD型局部通风机配500胶质风筒、可满足掘进工作面的风量要求。风筒出口距迎头不得超过10m，吊挂平直风筒无漏风现象（迎头一节除外）。三、局部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和启动装置安设在轨道联巷口往外10米处的新鲜风流中，距回风口不小于10m；巷道的风速不得低于0.25m/s。2通风系统新鲜风流：地面副井轨道运输巷1084回风顺槽工作面回风风流：工作面1084回风顺槽轨道运输巷轨道回风联巷集中回风巷立风井地面附图6-1：通风系统示意图第二节 压风系统压风来自地面工业广场压风机房，供风最大距离1100m，压风系统：压风机房（地面）主井轨道运输巷工作面。第三节 防尘系统防尘水源来自副井中段水仓，副井中组煤车场轨道运输巷工作面。巷道内每50m设一个三通阀门。第四节 防灭火该巷道采用锚网支护，防火的重点是设备、机械摩擦产生的热源、电缆和人为火灾。巷道内要有备用的砂子、岩粉及灭火器直接灭火。控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源与防尘水源共用。 第五节 安全监测系统 一、瓦斯传感器及瓦斯断电仪的配备和使用： 安全监测系统：（1）型号：KJ90N型安全监控系统。（2）数量：电源1台，断电器1台，瓦斯传感器1台，一氧化碳传感器1台，局扇开停传感器1台，风速传感器1台。（3）位置：瓦斯传感器和一氧化碳传感器设在风筒异侧距工作面15m以内，断电器设在工作面总开关处，瓦斯传感器距顶板300毫米，距帮200mm。（4）控制区域：掘进工作面巷道内全部非本质安全型电器设备。 二、瓦斯传感器及瓦斯断电仪的配备和使用：1、掘进工作面瓦斯传感器设在距工作面不大于15m的回风巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为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。瓦斯断电仪器设在轨道运输巷风机配电点处，电源来自配电点处的 供电开关（掘进工作面所有用电设备的电源均直接或间接来自此供电开关），当掘进工作面瓦斯超限时，由瓦斯传感器传至瓦斯断电仪，瓦斯断电仪带动供电开关跳闸，从而达到将掘进工作面所有用电设备断电的目的。 2、瓦斯传感器应布置在回风侧巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不大于300mm,距巷道帮不小于200mm。第六节 供电系统 该工作面掘进施工中，电源来轨道巷移变，用50mm2低压电缆引至总馈电开关，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，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点。供电系统：轨道巷移变总馈开关各电器开关工作面第七节 排水系统根据地质说明书及有关资料，掘进区域内，水文地质条件较为简单，顶板局部有裂隙水，掘进时严格执行“逢掘必探”的探水原则。排水系统：工作面临时水窝轨道巷中央水仓主井地面。附图：排水系统示意图第八节 运输系统工作面溜煤眼皮带运输巷主井煤仓主井皮带地面第九节 通讯系统 本工作面安设的电话，能够直接和本矿井调度、绞车房直接联系。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，瓦斯检查员严格执行“一炮三检”制度并每班至少三次到工作面检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，班组长利用便携式瓦斯检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式瓦斯检测报警仪悬挂在工作面外5米处的风筒异侧。2、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止作业，采取措施处理；掘进工作面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，体积在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、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。（二）防止自然发火的措施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1.5m或空洞体积超过6 m3的情况要及时填实或设导风筒，防止积聚热量发火，并将处理结果记录。3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面消防管路及设施。二、避灾路线：若工作面发生水、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。避灾路线：避水路线：工作面轨道运输巷中组煤车场副井地面避火路线：工作面轨道运输巷中组煤车场副井地面附图：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，技术人员贯彻掘进作业规程。学习后进行考试、签字，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考试。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栏内。2、施工前，由技术人员标定好开口位置及中线，施工单位严格标定的中线施工。3、巷道开口处前后10米内必须加强支护。第二节 “一通三防”管理1、风机管理，要有专职司机，要求牌板规范、内容齐全，填写清晰，每班由当班电工做风机自动切换试验。严禁无计划随意停风。2、风筒出口距迎头10m，并环环吊挂，平直、畅通、无漏风，风筒接头必须正反压边，拐弯处要设弯头，过风门要设硬质风筒，风筒与风机出口要用蛇皮软胶管（穿双股8#铁丝）固定牢固，坚持每班对风筒检查，发现漏风，立即处理。3、各转载点设喷雾，开机前要打开，保证正常使用。4、局部通风机无计划停风措施：1）局部通风机发生无计划停风时，班组长必须立即命令工作人员立即撤出，切断电源并及时向矿调度室汇报。如专职司机在10分钟内无法恢复通风时，班组长组织人员在全风压巷道口打好栅栏，切断风筒，安排专人站岗看管风机，禁止随意启动风机和人员进入停风区。2）矿调度必须及时向有关领导汇报并安排人员查明局部通风机停风原因，进行处理，为尽快恢复通风做好准备。恢复通风前，必须检查瓦斯。掘进工作面停风时间超过2小时，恢复通风时，必须由救护队进行探查。在规定时间内，由专职瓦斯检查员进行探查，当O2浓度不低于18%，CH4浓度不超过1%, CO2浓度不超过1.5%时，风机及开关附近的瓦斯浓度不超过0.5%时，方准人工恢复通风，否则要按规定排放瓦斯。3）局部通风机无计划停风，总工程师必须组织有关领导和部门负责人及时进行分析处理，总结经验教训。并有记录可查。6、防、灭措施：1）施工地点的润滑油、棉纱、布头和纸等必须放在盖严的铁桶内。并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室内进行，并使用不然性和无毒性洗涤剂。2）井下电气设备及电缆要定期检查，严禁漏电失爆。3）任何人发现井下火灾时，首先应立即采取一切可能的方法直接灭火，并迅速报告调度室，切断火区电源。4）如果火势较大，现场人员无法扑灭时，要迅速组织人员撤出火灾和受威胁区域，积极组织救护灾区人员，同时探明火灾地点、范围和发火原因，并采取措施，防止火灾向其他巷道蔓延。5）在火灾初期，火灾范围不大时，应积极组织人力、物力控制火势，直接灭火，直接灭火无效时，应采取隔绝灭火，封闭火区。二、防尘管理1、各转载点必须安设喷雾。2、定期冲洗巷道，每周不小于一次。三、防火管理 该巷采用锚网支护，防火的重点要防止设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用砂、岩粉或灭火器直接灭火。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、掘进中，施工人员应严格执行敲帮问顶制度，安装锚杆过程中应及时摘除危岩悬矸、排除隐患。2、敲帮问顶工作必须遵守下列规定：应有2名有经验的人员担任，一人敲帮问顶、一人观察顶板和退路。人员应站在安全地点，观察人应站在敲帮问顶人的侧后面，并保证退路畅通。从有完好支护的地点开始，由外向里先顶后帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。工作人员戴手套，用长柄工具找顶时，应防止煤矸顺矸而下滑伤人。顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先支设临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地摘除，不得硬刨强挖。4、在顶板破碎、压力大或过地质变化带时，打超前锚杆时必须将前探梁紧牢固可靠，打锚杆眼前，应全面检查顶板，确认安全后方可工作，并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。5、每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力达不到要求的锚杆应当班补打，重新安装。6、施工中遇围岩破碎时，严格执行如下措施：（1）现场准备好足够的备用料包括长圆木、板枇、木楔、撑棍、背板、铁棚。（2）施工时执行敲帮问顶制度，施工中不间断地敲帮问顶。（3）顶板特别破碎时，在迎头顶板按间距1.0m均匀打3根超前锚杆。超前锚杆采用16L1800mm的锚杆与水平呈75夹角向迎头方向打入。7、当顶板压力大时，锚杆间排距改为800800mm，循环进尺改为1.0米。锚索支护设计及安全技术措施：1）、锚索支护设计：设计锚深为6m。锚索采用低松弛、高强度15.24的7股左旋钢绞线，钢绞线固定端经过特殊处理再进行锚固工作，锚孔27mm。采用专用锚索树脂药卷，每孔锚固长度不小于1.50m，锚索的搅拌方向要与钢绞线捻向相反。锚索外露长度为150200mm，外露端加工字钢贴紧围岩支护。选用11#工字钢，长1000mm，眼孔为32mm。安装完成后进行涨拉，紧固起锚具压紧托盘。锚索设计锚固力大于200KN。锚索张拉预紧力控制在80100KN。8、顶板离层监测： 在井下安装顶板离层监测仪1、监测分站（1）、在巷道内安装巷道顶板离层手动监测分站；2、要求：（1）、要求每50米安装一个顶板离层手动监测分站，并且制定牌板将每次监测信息记录。（2）、监测员需定时手动监测顶板离层的变化，发生变化记录一次。(3)调度室和监测地点之间能进行通话，能方便井下工作人员联系，通话效果要好。(4)、当离层数值超过设定的报警临界值时，监测员现场立即将监测信息报告调度室。 （5）、调度室立即汇告值班矿长及井下跟班矿长现场及时处理顶板离层。 （6）、如不能立即处理，存在安全隐患，跟班矿长有权立即停止生产，撤出作业人员。第四节 爆破管理 1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规定有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯)。3、爆破作业必须严格执行“三保险”（站岗、拉线设置警标、吹哨）制度和三人连锁制度。4、不得使用过期或严重变质的爆破材料。不能使用的爆破材料必须交回爆炸材料库。5、爆破作业，必须使用煤矿许用乳化炸药和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二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。6、掘进工作面一次定炮、一次起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备不潮湿的爆破器材硐室内。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电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，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。9、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作点附近的爆破器材硐室内进行。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数量为限。装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击或折断脚线和损坏脚线绝缘线。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要卷内。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。10、装药前，首先必须清除炮眼内的煤岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导体相接触。11、炮眼内必须使用水炮泥及炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮和非发爆器起爆。12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、使用背筒炸药，每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须站好岗并有班组长在现场指挥；炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的12。炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。炮眼深度超过1.3m时，水炮泥封泥量不得低于40cm，水炮泥外用粘土炮泥封实填满，但最小封泥长度不少于20cm。13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：掘进工作面的空顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。在爆破地点20m以内，未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面13以上。炮眼内发现异状、温度骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。掘进工作面风量不足。14、爆破前，必须加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移至安全处。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上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线应设置警戒牌、栏杆或拉绳。15、爆破母线和连接线应符合下列要求：爆破母线必须符合标准。爆破母线和连接线、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，不得与金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。爆破母线与电缆、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。只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用金属管、金属网、水或大地当作回路。爆破前，爆破母线必须扭结成短路。爆破工使用的爆破母线要符合标准要求，不得有接头，严禁采用固定母线爆破。16、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型。17、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管线联结良好，否则会出现哑炮，应检查线路排除故障，测量合格后再起爆）。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。18、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线不小于150m并有掩体，拐弯巷道不小于75m。19、发爆器的把手、钥匙分别由爆破工、盯头安检员随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器。炮器未使用前必须处于闭锁状态，放炮前，由安检员亲自打开闭锁，炮后必须立即将把手、钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路，由安检员闭锁炮器并保管好闭锁钥匙。20、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协调爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可将母线接入接线柱起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。21、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残暴等情况。22、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15min，才可沿线路检查，找出拒爆原因。23、处理拒爆、残暴时，放炮员必须在安检员、班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。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（残暴）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。24、爆破后，担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号，不准私自撤岗。25、严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定：电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。爆破材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆炸材料在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。26、每次定药爆破前班组长应指定专人到所有通往爆破地点的安全通道站岗，站岗距离拐弯75m外，直线150m外并有掩体的安全处。爆破结束吹哨后方可撤岗，放炮器必须放入专用密封包内，由放炮员负责保管，炮后要及时入包。第五节 防治水管理 1、施工巷道内低凹处，按照矿规定的规格施工水仓，安装水泵排至中央水仓。2、迎头出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、由臭味等突水预兆时，必须停止作业，立即报告调度室，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员，采取措施。迎头遇有上述情况之一者都必须停止作业，撤出人员及时汇报调度室。3、掘进过程中应保持工作面排水线路畅通。4、坚持“有疑必探，先探后掘”原则。5、加强设备检查，保证排水设施运转正常。第六节 机电管理 1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，并在设备导体上连接好地线，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。2、操作井下电气设备应遵守下列规定：非专职人员不得擅自操作电气设备。手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。3、容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。4、电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。5、电气设备不准占用人行道，与皮带之间的安全间隙不得小于0.8m，距煤壁0.5m，设备与设备之间的距离不小于0.8m，电气设备至行人侧的安全间隙不得小于0.8m。6、井下电缆的选用应遵守下列规定：电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应。电缆应带有供电保护接地用的足够截面的导体。电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。7、敷设电缆应遵守下列规定：电缆吊挂必须用电缆钩。巷道中悬挂的电缆应由适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。电缆钩的悬挂间距不得超过3m，垂度不大于5%。8、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。9、电缆的连接应符合下列要求：不同型号电缆之间严禁直接连接，必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。同型号橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套与损坏的橡套电缆的修补）必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面修补的橡套电缆必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。三台以上的电气设备必须设置局部接地极，接地极必须符合规定要求。10、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。11、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的禁止使用，各类过流保护要按规定进行电气试验，井下前必须进行通流试验。12、严禁甩掉、停用井下各种电气保护。非专业人员严禁操作检漏继电器，使用中的检漏继电器要按规定进行电容电流的补偿调整，严格执行日检和远方试验制度。13、严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。14、使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。经过维修的电缆必须进行浸水试验，耐压合格后方可下井。15、存在下列问题的电气设备及小电器不得下井使用：防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。绝缘座破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。导电螺栓、螺母锈蚀超规定。喇叭嘴不配套或断裂、缺损。开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺手把或转动不 灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。开关的机械闭锁失效。开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防护罩。开关底托架断裂或固定不牢。没有经过指定的电气设备防爆检查员检查出具的防爆合格证；随有合格证但检验期超过6个月或没盖检查员编号章。电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。16、电气设备金属外壳和电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完整合格，不得锈蚀。17、机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（各帽）或其它防松装置。