+716区段南翼绕道掘进工作面作业规程.doc

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除第一章 概况说明一、概况坪上世纪通煤矿三采区设计已获得批复，现进入开拓布置阶段，+716区段南大巷绕道掘进的目的将作为绕开+716区段南大巷涌水点的辅助巷。二、巷道名称、位置、设计长度、巷道坡度1、巷道名称：该巷为+716区段南大巷绕道。2、开门位置： 开口坐标为：X：3271140.423；Y：59544.145；Z：717.618m，方位角：190。3、设计长度：40m。4、巷道坡度：5。5、服务年限：约3年。三、巷道工程量、预计开工日期及竣工时间1、该巷道净断面5.8m2，预计2016年4月15日开工，2016年5月15日竣工。四、井下位置及四邻采掘情况1、该掘进工作面为露头附近，有小窑开采活动，小窑位于平硐北翼，必须先探后掘。2、开口处于河沟东部，岩层有部分松软，井口段加强支护，可用砌碹支护，以防井筒变形，形成安全隐患。3、附：巷道设计布置图 第二章 地面相对位置及水文地质第一节 地面相对位置一、地面位置及该区域的水体和建筑物对工程的影响掘进工作面地面对应地表位置为李家田与九公田一带，干溪沟南则，东则离高桥河500m。地表为荒坡和农田，对掘进工作面掘进无影响。二、掘进巷道附近已有的采掘情况及影响掘进工作面北翼存在采空区，由于已垮塌不能进入，受采空区积水的影响，在施工时，坚持有疑必探，先探后掘。三、采空区水、火、瓦斯对掘进的影响北翼煤层出露，有采空区且处于绕道的高处，有一定采空积水，由于采空区在露头风氧化带、瓦斯较低，无火源。威胁主要是水。第二节 矿井地质及煤层特征（一）地层矿区内出露地层有第四系(Q)、三叠系下统大冶组(Tldy)、二叠系上统长兴组(P2ch)、下窑组(P2x)、龙潭组(P2l)、二叠系下统茅口组(P1m)、栖霞组(P1q)。现将井田地层由新至老分述如下：1、第四系(Q) 岩性主要为黄色亚粘土、亚砂土夹硅质灰岩、灰岩及泥岩碎块，主要分布于井田北西、南东边缘的缓坡部位。厚0.0010.00m。.2、三叠系下统大冶组(T1dy) 按岩性组合特征分为三段。本组地层总厚度1 5 0m。大冶组第三段(T1dy3)：灰色中厚层状灰岩。大冶组第二段(T1dy2)：粉红色薄中层状泥灰岩。大冶组第一段(T1dyl)：黄绿色、绿色薄层状钙质页岩。3、二叠系上统长兴组(P2ch)按岩性组合特征可分为上、下两段。长兴组上段(P2ch2) ：白色灰白色厚层状白云岩，粗粒结晶结构，风化后表面粗糙。厚44.0m。长兴组下段(P2chl)：上部为浅灰灰色中厚层厚层状含硅质结核灰岩，结核呈不规则的团块状，分布不均匀，微粒结构；下部为浅灰深灰色中厚层状灰岩类薄层状硅质灰岩条带，微粒结构，风化后表面呈褐红色，底部为灰岩与条带状硅质灰岩互层，且水平层理发育。厚138.03m。4、二叠系上统下窑组(P2x)按岩性组合特征可分为上、下两段。1下窑组上段(P2x2) ：黑灰色黑色薄层状白云质、灰质泥岩，泥晶结构，节理较发育，含菊石化石，顶部为炭质页岩，底部夹24层薄层状灰岩。厚14.76m。下窑组下段(P2x1) ：上部为灰白色白云岩，微粒结构，厚1.303.60m，中部为浅灰色灰色厚层状含硅质结核灰岩，硅质结核呈不规则团块状；下部为灰灰黑色生物碎屑泥岩夹12层含生物碎屑灰质白云岩。厚40.65m。5、二叠系上统龙潭组(P21) 上部为炭质泥岩，厚0.050.20m，其下为煤层，厚0.551.51m，煤层之下为含黄铁矿炭质泥岩，厚0.100.20m，再下部为含黄铁矿高岭石粘土岩。厚1.34.8m。 6、二叠系下统茅口组(P1m) 灰白色、浅灰色厚层状灰岩，含生物碎屑，生物结构，缝合线构造，顶部含有星点状黄铁矿。厚度180m。7、二叠系下统栖霞组(P1q) 上部为深灰色厚层状瘤状灰岩，瘤状体为有机质钙质，泥质组成，局部夹薄层状炭质灰岩，中部为黑色厚层状灰岩，含少量燧石结核，下部黑色有机质瘤状灰岩与炭质页岩构成互层。厚度97m。详见插图1-2-1“坪上世纪通煤矿地层综合柱状图”。（二）构造矿区位于咸丰向斜北西翼、咸丰压扭性断裂破碎带的北西侧，井田内为一残留的次一级向斜构造，向斜南东翼地层被咸丰断裂带所破坏和改造，靠近轴部尚保留一部分地层，向斜北西翼地层为矿区主要赋矿（煤）地层，呈带状北东向分布，地层倾向南东，但由南向北有所变化，地层走向由南东渐转向北东，南部地层产状倾向140150，倾角20；中部地层产状倾向100，倾角27；北部地层产状倾向3470，倾角1020。区内I号勘探线及其附近处于构造小隆起带，岩层及煤层倾角变大，一般在40左右。由于矿区位于咸丰压扭性断裂破碎带北西边缘，断裂构造发育，矿区周围及其内部主要断裂构造共计五条，现分述如下：F1断层：分布在矿区东缘，南起刘家岩，北至大河寨一带，走向北东30，断距较大，致使二叠系上统及三叠系下统地层与泥盆系上统及志留系上统等老地层直接接触，断层面倾向北西，倾角为6 5，为一压扭性断层。F2断层：分布在矿区北端李家田一带，走向北东，倾向南东，倾角不明，亦为压扭性断层。F3断层：分布在矿区西部老鸦坑一带，走向北东10，性质不明，此断层位于煤层露头线之外，因此对矿区无影响。F4断层：分布于三号钻孔附近，向南与F1以锐角相交，断层面倾向南西，倾角为80左右，向北尖灭，长度约为1000m，此断层在一号勘探线上煤层底板垂直断距为29m，在0号勘探线上煤层底板垂直断距为43m。F5断层：分布在二号与三号钻孔之间，即大坑一带，向南推断(因浮土掩盖)亦以锐角交于F1之上，断层面倾向北西，倾角为70左右，向北尖灭，长度为1200m，此断层在I号勘探线上煤层底板垂直断距为15.1m，在O号勘探线上煤层底板垂直距38m左右，致使ZK20钻孔之煤层底板提高40m左右。综上所述，井田内褶皱形态简单，断层F1、F2、F3构成了井田自然边界，断层F1对煤层起了一定的破坏作用，但分布在井田的东缘且长度有限，对上山煤层无影响，F1断层使东侧煤层底板提高40m左右(ZK20煤层底板比ZK2提高36.15m)，为本区增加了部分上山煤，所以区内断裂构造对煤层的破坏作用不大。综上所述，矿区构造复杂程度应属中等。二、煤层及煤质1、 煤层含煤岩系为二叠系上统龙潭组，沉积在下二叠统茅口组顶部灰岩平行不整合的侵蚀面上，含煤岩系由炭质泥岩煤层含黄铁矿炭质泥岩含黄铁矿高岭石粘土岩构成，厚1.34.8米，平均厚3.0米，煤层位于含煤岩系上部，属单一煤层，暂定名K1煤层。工业煤层赋存于上二叠系上统龙潭组（P2l）上部，含煤一层，煤层总体形态呈似层状，煤层无论沿走向，倾向厚度变化不大，内部结构简单，煤质变化不大，井田地表露头线从南至北约6000余米，多被第四系掩盖，经探槽和老窿调查编录了解，地表露头线从南至北分别为X17（1.10米）、X15（0.9米）、X13（1.20米）、X9（1.08米）、X7（1.51米）、X5（0.86米）、TC5（0.75米）、X1（0.72米）、X0（1.10米）、X8（0.70米 ）、X4（0.60米）、TC12（0.70米）、TC14（0.70米）、TC16（1.05米），由上述工程见煤厚度可知，地表沿走向煤厚在0.601.51米之间变化，一般为0.65米；深部工程钻探从南向北分别为ZK6（1.02米）、ZK16（0.55米）、ZK2（1.22米）、ZK10（0.99米）、ZK13（0.70米）、ZK15（1.01米），上述工程见煤厚可以看出，深部煤厚度沿走向的变化幅度0.551.22米之间，煤层厚度沿倾向的变化情况，可以从0、及号勘探线上各工程见煤厚度得知，0线上为1.001.22米，线上为0.861.02米，线上为0.701.09米。井田内K1煤层结构单一，呈灰黑黑色，以粉煤为主，当煤层厚度大于1米时底部常有几十厘米块煤，参差状断口，玻璃光泽、油脂光泽，似均一状，层状构造，硬度2.5左右。可采煤层特征详见表1-2-1。表1-2-1 可采煤层特征表厚度（m）顶底板岩性稳定性倾角（）容重（t/m2）顶板底板0.551.22(0.84)炭质泥岩粘土岩、碳质泥岩较稳定822（20）1.422、煤质主要为半光亮煤、全亮煤。3、化学分析指标根据2009年2月重庆地质矿产研究院检验报告结果，区内K1煤层煤质特征详见表1-2-2。表1-2-2 煤层煤质化验结果表水份%（Mad）灰份%（Ad）挥发份%（Vdaf）固定碳%（FCd）全硫%（St,d）发热量（Qnet,v，dMJ/kg）1.6618.3216.2368.420.4130.914、煤的合理利用方向综上所述：以（GB/T15224.132004）煤炭质量分级标准，井田内K1煤层为特低硫、中灰份、特高热值瘦煤瘦焦煤，可供地方动力用煤和生活用煤。三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性和地温1、瓦斯根据恩施州经委煤炭科提供的坪上世纪通煤矿2010年度瓦斯鉴定证明，坪上世纪通煤矿矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为0.16m3/min。但矿井在达产、开采到最低水平后应立即进行瓦斯等级鉴定，对应加强安全措施，以防止瓦斯事故的发生。2、突出危险性矿井开采的K1煤层在开采范围内及邻近矿区均未发生过煤与瓦斯突出及动力现象，本次按没有煤与瓦斯突出危险设计。3、煤尘爆炸性根据2009年2月重庆地质矿产研究院检验报告结果，矿井K1煤尘有爆炸危险性。4、煤的自燃倾向性根据2009年2月重庆地质矿产研究院检验报告结果，矿井K1煤层的自燃倾向性为三类。5、地温井田内未发现地温异常现象。四、水文地质1、地表水井田为小向斜，倾角一般为20，东侧有与咸丰大断裂相平行之次一级规模较大的断裂带及破碎带，呈北东向分布而斜切向斜，局部呈单斜构造，F1断层带有一处大泉水（林家泉）出露，常年大量涌水一般为69.47公升/秒，区内小泉水发育，主要于F1断裂带及P2ch与P2x2接触带流出，一般流量0.012.53公升/秒，主要地表水为东侧及北缘的小河、侯家河及李家田河，在大坪上南汇合流出，总流量0.525.0立方米/秒。区内岩溶化地层发育，岩溶洼地及岩溶裂隙、落水洞呈串珠状分布。地下水主要运动方向由南西向北东分别于林家泉及孔家沟泉集中排泄。井田南部发育李家田河，从西向南东径流与井田东缘溪沟交汇于高桥河，高桥河为当地最低侵蚀基准面(+775m)。2、地下水补给、径流、排泄条件地表水补给地下水，径流方式以垂直为主，大气降水沿斜坡排泄，部分向下渗透，补给地下水，地下水类型为岩溶裂隙水。3、含、隔水层1）含水层特征主要地层岩性、含水层自新至老分述如下：（1）上二叠统长兴组上段（P2ch2），地表岩溶洼地，岩溶裂隙、落水洞均很发育，地下岩溶裂隙、溶洞发育，岩溶率为0.6316.89%，含弱岩溶裂隙潜水，水量甚小（小于1公升/秒）。（2）上叠统下窑组下段（P2x1）为含结核灰岩，地下岩溶裂隙溶洞很发育，岩溶率为1.5230.39%，含岩溶裂隙溶洞水，地表露头甚少，为侵蚀基准面以上矿坑充水之主要含水层，补给源为汇水区大气降水之渗水，涌水量0.083.85公升/秒。（3）下二叠统茅口栖霞灰岩组，为矿层底板以下之重要含水层，含丰富的岩溶溶洞水，涌水量9.49568.97公升/秒。2）隔水层特征主要隔水层有下窑组上段（P2x2）含硅质、灰质薄层状泥岩，在无断裂影响情况下，普遍起隔水作用，次为下窑组下段含生物碎屑泥灰岩，厚3-9米与煤层直接接触；矿层为层状连续分布，为块状粉状煤不含水，底板为高岭石粘土岩，无断裂影响情况下尚能隔水。4、矿井充水因素综上所述，煤层位于侵蚀基准面以上，下窑组一段灰岩是影响矿坑水的主要含水层，为汇水区降水幅度之渗水补给，其涌水量不大，矿体水文地质条件属隐伏岩溶型较简单类型；煤层位于侵蚀基准面以下，地下水位以下，煤层底板茅口组灰岩是影响矿坑充水主要含水层，地质构造较复杂，局部地段矿体顶、底板为溶洞串通，并具有一定静水压力，矿体水文地质条件属隐伏岩溶型较复杂的矿床类型。井田煤层部分位于视侵蚀基准面以下，侵蚀基准面以上煤层经坪上世纪通煤矿多年开采已基本采完，目前开采最低标高为+767米，位于侵蚀基准面以下，矿坑涌水量大，采用水泵抽水从主平洞井口（+785米）排出地表，水量甚大，开采水文地质条件较复杂。该区煤层开采多年，采空区面积大，采空区积水也是矿井充水的一个重要因素，今后井巷掘进和矿井开采中应注意观测采空区积水对矿井充水的影响，如发现有异常现象应引起重视，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的防水原则，确保矿井安全生产。6、矿井涌水量预测根据湖北省第二地质大队针对矿井涌水量的说明，坪上世纪通煤矿开采至+650m标高时，矿井正常涌水量为258.0m3/h，最大涌水量为645.0m3/h，该结果基本可信，本设计采用此预算结果，矿井开采至相应水平时及时校核，采取相关措施。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置一、巷道布置巷道布置示意图 第二节 巷道断面及支护形式一、巷道断面1、巷道断面说明书：S净5.8m2，半圆拱形断面，净宽2.4m，净高2.2m。二、巷道支护1、该巷道按设计采用锚杆支护，局部破碎地带采用锚网支护，表土层段、过断层采用砌碹支护。2、施工中采用前探支护，梁长不得少于3000mm，必须为15kg/m的轨道，钩的制作必须为1012mm的圆钢每次放炮后及时前移，固定搭好护板。3、杜绝空顶作业，锚杆支护必须紧跟迎头。 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、施工方法采用风钻打眼爆破凿岩，出碴扒渣机装车，1吨矿车运输。2、轨道下山绞车提升运输，主平硐架线电车运送至提渣下山再由绞车提升至锅底塘排渣斜井。3、移动前探支架，清完碴后打锚杆及时支护。4、循环进度2m，每日三循环。二、掘进工艺流程图 三、凿岩方式1、该掘进工作面配用YT20型风钻作为凿岩（煤）机具。2、掘进时必须使用湿式凿岩，减少粉尘。四、爆破作业1、炸药、雷管岩巷使用煤矿许用炸药,药卷质量200克,直径32mm,长度200mm，毫秒延期1、2、3、4、5等5段电雷管实施爆破。2、装药结构反向装药结构。3、起爆方式起爆使用MFBB-100型防爆发爆器，该巷道掘进爆破采用普通爆破方法。及掏槽眼采用1、2段；辅助眼采用3段；帮眼采用4段；顶眼和底眼采用5段毫秒延期电雷管。掏槽眼、辅助眼，周边眼均采取串联方式联线。一次性通电起爆的方式进行爆破。4、炮眼布置岩巷根据围岩硬度周边眼眼距定为350500mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比在硬岩中取为0.70.8，在软岩中取0.60.8为宜。周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度400500mm。采用直眼掏槽法，附炮眼布置图 5、爆破参数表：眼号眼 名眼数(个)眼深m装 药 量爆破顺序联线方式单 孔小 计卷数(个)重量（kg）卷数(个)重量（kg）1空眼12.2串并联25掏槽眼42.261.20244.869一圈辅助眼42.040.8163.21014二圈辅助眼52.040.8204.02124邦眼42.030.60122.42529顶眼52.030.60153.01520底眼62.040.8244.8封泥长度不少于0.5米 6、预期爆破效果表：名 称单位数量名 称单位数量炮眼利用率%85每米巷道耗药量/m13.06每循环工作面进尺m2.0每m3岩体耗雷管量个/m32.75每循环爆破实体岩石m310.2每米巷道耗雷管量个/m16.5炸药消耗量/m32.187、爆破操作顺序及注意事项1）、清孔在所有炮眼布置完后，用压缩空气吹眼器清除干净待装药的炮眼内的岩粉，以防止岩粉堵塞，使药卷不能密接或装不到眼底，使用吹眼器时，附近人员必须避开压风吹出气流方向，以免炮眼内飞出的粉块杂物伤人。2）、装配引药爆破工必须在顶板完好、避开电器设备和导电体的爆破地点附近进行，严禁坐在爆炸材料箱上进行装配引药。装配起爆药卷数量以待爆眼数量为限。爆破工将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，把抽出的单个电雷管脚线扭结成短路。将电雷管从药卷的顶部装入，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。3）、装药在每个待爆炮眼内推入一个装配好的起爆药卷，使起爆药卷靠近或在炮眼底，雷管底部朝向炮眼口。再按爆破说明的装药量要求用木质炮棍将其它药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，使炮眼内的各个药卷密接。装药后，必须把电雷管的脚线悬空，严禁电雷管的脚线与金属物体接触。4）、封孔按照爆破说明要求的封孔长度，用水炮泥和黄泥进行炮眼封孔。5）、将电雷管脚线末端扭结。6）、牵爆破母线爆破母线必须是铜芯绝缘线，严禁使用裸线和铝芯线，放炮母线的长度不少于100m，即保证爆破人员与爆破作业点距离不少于100m。放炮母线同电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，否则放炮母线必须挂在电缆下方，并保持0.3m以上的悬挂距离，爆破母线悬挂好后扭结成短路。7）、派人警戒拦哨在爆破工挂爆破母线时，班组长必须亲自布置专人在可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，且警戒点离爆破作业点不得少于100m。在全部炮眼爆破完毕后，由爆破工通知班组长后，班组长再通知各处警戒人员，警戒人员只有在接到班组长的口头通知后撤哨后才能撤哨，否则不能离开警戒岗位。8）、连线放炮爆破工在接到班组长的放炮命令后，开始按照爆破说明要求的连线方式、起爆顺序进行连线一次性放炮。第三节 装、运岩（煤）方式一、装岩方式巷道掘进施工中采用人工装车，选用1吨固定式标准矿车装矸石。二、运输方式施工过程中矸石装车后采用人力运输至+716片车场，由三采区轨道下山JTP1.21.0型提升机提升至+785主平硐，再由架线电车运至地面。第四节 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掘进供风2风 钻YB-20台2一台备用3探水钻WUT-75台1第五章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用“三班”制作业，循环方式为每天循环，日循环次数为一次。表 6-1-1劳动组织表工 种出 勤 人 数备 注一班二班三班小计打眼工224放炮工112耙装工33瓦检员1113安全员1113合 计55517第二节 循环作业为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工班、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率，力争正规循环率达到70%。表6-2-1 循环作业图表 第三节 主要技术经济指标技术经济指标图表序号项 目单 位指 标备 注1循环率%902循环进度m23日循环进尺m24每米砂子耗m30.65每米料石耗m31.16每米水泥耗T0.157每米木材耗m30.148日出勤人数人89在册人数人1010工效米/工0.2511炸药耗量Kg/m5.712雷管耗量发/m1513坑木耗量m3/m0.0514轨道耗量Kg/m15 第六章 生产系统第一节 通风一、通风方式掘进工作面局部通风采用5.5KW2对旋式型局部通风机，压入式通风方式。局部通风机安装在+716。二、掘进工作面风量计算及局部通风机机型选择1、工作面需风量计算（1）、该掘进巷道在煤层顶板内施工，距煤层法线15m，在施工过程中无瓦斯涌出，故不按CH4涌出量计算风量。（2）、按人数计算Q=4n=410 =40m3/min式中:4每人每分钟不低于40m3的配风量 n掘进工作面同时工作最多人数，此处取n =10 (3)、按一次起爆的最大炸药量计算：Q= 25A =254.8=120m3/min=2m3/SA掘进工作面一次起爆的最大炸药量，此处A=4.8kg2、局部通风机选型根据掘进工作面的需要风量，考虑局部通风机距离、风筒直径、风筒质量管理因素，按下式计算：QJU=QjK=1201.15=138m3/min式中：QJU为局部通风机吸风量，m3/min K风筒漏风系数，取1.15根据计算结果，按照常用局部通风机吸风量选用5.5KW2对旋式局部通风机可达到要求。3、风筒选型根据施工巷道断面和局部通风机的型号，选用直径为400mm抗静电、阻燃风筒，风筒要吊挂平直，缓慢转弯，保证风流畅通。4、掘进工作面风量验算Q0.25S=0.256.25=1.5m3/S根据以上计算本工作面所需风量取25m3/S，故风速满足要求。第二节 压风系统一、压风设备1、使用移动压风机，安装在地面，以供巷道掘进使用。2、供风管路敷设路线地面压风机+785主平硐三采区+785轨道下山+716区段车场掘进工作面。二、压风自救系统设置1、压风自救系统的设置，在巷道掘进150m以前不设置，以后掘进巷道每隔5080m设一组压风自救系统。放炮地点的躲避硐室，撤离人员，警戒人员所在的硐室。2、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 防尘系统一、防尘供水水源及供水管路系统1、利用地面静压水泄直接向该掘进工作面供水，供水管路可选用直径50mm的塑料管。2、每隔100m设三通、闸阀各一个，在回风流80m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、放炮后装运人工洒水即可。4、巷道勾通后防尘管路系统作工作面长期防尘使用。第四节 防灭火1、该巷道掘进长度为40m，沿岩石掘进，无自燃发火。2、掘进工作面防灭火供水水源可与防尘管路共用，为此，不专设防灭火供水系统。第五节 安全监测监控系统 一、掘进工作面甲烷传感器的设置 1、根据煤矿安全规程以及行业管理规定，行人平硐掘进工作面只设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1%，断电浓度为1%，复电浓度1%，当瓦斯浓度达1.5%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1%，断电浓度为1%，复电浓度1%。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、安全员、班长、电钳工、放炮员下井必须携副便携式甲烷报警仪，下井后不得关机。二、安装、调校1、为防止甲烷传感器超限断电时切断测控仪器的供电电源，安全测控仪器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。2、模拟量传感器应设置在能正确反映被测物理量的位置。开关量传感器应设置在能正确反映被监测状态的位置，声光报警应设置在经常有人工作便于观察的地方。3、为保证安全监控系统的断电和故障闭锁功能，断电控制器与被控开关之间必须正确接线。4、与安全测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。5、检修与安全测控仪器相关联的电器设备，需要与安全测控仪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。第六节 供电系统1、掘进工作面供电电源来自井下配电室直接供电，供工作面局部扇风机和煤电钻及潜水泵。2、掘进工作面实现风电闭锁和瓦斯电闭锁功能，两种闭锁匀由断电仪控制，人工复电。3、井下配电网路匀应设过流、短路保护装置。4、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。第七节 排水系统 巷道为平巷，掘进期间水由水沟排至+716区段车场处临时水仓，再由水泵抽至+785主平硐水沟排至井外。第八节 运输系统 该掘进工作面采用扒渣机装渣，人力推车至+716区段车场，+785轨道下山绞车串车提升至+785主平硐，最后经锅底塘排渣斜井绞车提升出井外。第六章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员管理，保证局部通风机正常运转，其它人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃反包边风筒，风筒吊挂平直，做到逢环必挂，逢破必补，转弯缓慢，无脱节、无缺口，其悬挂位置应避免矿车和支架的摩擦和挤压，风筒距工作面距离不超过10m，并保证风筒末端风量不小于40m3/min。3、局部通风机要装有风电、瓦斯闭锁装置，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。4、使用局部通风机的掘进工作面不得随意停风，因停电、检修等原因时，必须切断电源，撤出人员。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。二、防尘管理1、采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。2、装药时必须使用水炮泥，每眼使用12节。3、装岩前必须对巷道顶帮进行冲洗，并对爆落的矸石进行洒水降尘，边装岩边洒水。4、防尘管路必须接至工作面，并经常检查其畅通和完好情况，发现问题及时处理。三、防火管理本工程防火的重点是防设备、电缆线和人为火灾。1、电气设备或电缆线着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉和干粉灭火器灭火，严禁使用水管灭火。2、因机械摩擦、油脂、纱布等引发的火灾，利用水管灭火。3、井口20m范围内严禁烟火，下井人员严禁携带烟草和点火物品下井，杜绝人为火灾。4、应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。第二节 顶 板1、每班开工前及放炮后进入工作面，首先要进行找顶工作，将松动岩石清除掉。2、找顶人员要站在安全地点，并要保证后退路畅通。3、找顶工作应从有支架或稳固的地点开始，由外向内。下山迎头则站在一侧进行找顶，先顶部后两帮依次进行。顶板较高，用手镐够不着时，用长把工具进行找顶，找顶时要防止矸石顺杆而下。找顶地点不准同时进行其它工作。4、找顶工作要有两名有经验的工人担任，一人找顶，一人观察顶板，观察顶板的人要站在找顶人的侧面。5、遇有大矸石或岩石离层，巷道压力加大，应采取加固措施。6、敲帮问顶时，找顶人要戴手套，以防矸石掉落擦伤手。7、敲帮问顶时，顶、帮敲击发出“空空”的声音时，就立即找下，要顺着裂隙、层理慢慢找下，不得硬刨。8、用手镐找顶，禁止用大抡镐的方法，而应采取背镐的方法，以免碰伤他人或自己。9、找顶时，只准一组进行，禁止两组同时作业，以防出现险情躲闪不及而发生事故。10、要经常敲邦问顶，发现问题要立即处理。11、按作业规程进行支护，严禁空顶作业。第三节 爆 破1、爆破工要由经过专门培训学习，经考试合格并持有合格证的人员担任。爆破工要严格执行本作业规程及其爆破说明书。2、爆破工必须熟悉爆炸材料性能及煤矿安全规程的有关规定，爆破工领取炸药、雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破箱内，并加锁，严禁乱扔乱放。爆破材料箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械和电器设备、不潮湿的地点。爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。3、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，必须将脚线扭结成短路。4、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：（1）必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电物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数量为限。（2）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。（3）电雷管必须由药卷顶部装入，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和或捆在药卷上。（4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管肢线扭结成短路。5、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，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。有水的炮眼应使用抗水型炸药。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、轨道、钢丝绳、管路、电缆、信号线、电气设备等导电体相接触。6、严格执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度），加强起爆前的瓦斯防止漏检，避免在瓦斯超限的情况下起爆。7、爆破作业必须严格执行“ “三人连锁”制度, 由放炮员一人撤哨。8、爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级为三级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。9、起爆时必须使用矿用防爆型发爆器进行起爆。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。10、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余部分应用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮泥封孔。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，严禁非发爆器起爆。11、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：（1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破。在特殊情况下，如卧底、刷帮、挑顶，确需浅眼爆破时，必须遵守如下规定：炮泥封满；每孔装药量不得超过1卷；爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯浓度，浓度超过1%时不准起爆；检查并加固爆破地点附近支架；爆破时必须拦好炮，并有班组长在现场指挥。（2）炮眼深度为0.61.0m时，封泥长度不得少于眼深的1/2。（3）炮眼深度超过1.0m时，封泥长度不得少于0.5m。12、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：（1）掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护不符合规定、支架有损坏。（2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%。（3）在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松动现象。（5）掘进工作面风量不足。13、爆破母线和连接线应符合下列要求：（1）爆破母线必须保证有良好的绝缘，严禁爆破母线有破皮和接头。（2）爆破母线和电雷管脚线、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、钢丝绳等导电体相接触。（3）巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破母线。（4）爆破母线与电缆、信号线应分别悬挂在巷道两侧。（5）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁采用轨道、金属管、金属网、水或大地当做回路。（6）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。14、爆破前要加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。15、爆破前班组长要委派责任心强的人员在所有能通往爆破地点的各通道担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。巡岗人员要一一查看各警戒人员到位后，再通知爆破工起爆；爆破后，警戒人员要等爆破工通知时方可撤哨，警戒期间不得擅自离开岗位。且放炮班次必须有安全员、区干跟班现场负责协调。16、爆破工必须最后离开爆破地点，并在安全地点起爆。起爆地点距爆破地点的距离，直线不得小于100m并有掩体，曲线不得少于75m。17、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行，但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须点清人员，确认无误后，由班长下达起爆命令，爆破工以吹口哨为警戒号，每次爆破至少要吹三次哨子，每次间隔510s，无问题方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕，特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。18、发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。19、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、支架、拒爆、残爆等情况，认真进行敲帮问顶，撬掉危岩。20、通电以后拒爆时，爆破工应首先将发爆器钥匙取下来，再将爆破母线从发爆器上取下来，扭结成短路，再等至少15min，才能沿线检查，找出拒爆的原因。21、处理拒爆、残爆时，爆破工必须在班组长的指导下进行，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待清楚。22、处理拒爆时，必须遵守下列规定：（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（2）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。（3）严禁用镐刨、钎子钻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；无论有无残余炸药，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。（4）处理距爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。（5）距爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。23、严格执行火药领退制度，领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回火药库，严禁乱扔乱放。24、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：（1）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它人员运送。（2）爆破材料必须装在耐压和抗冲击、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，严禁将爆炸材料装在衣袋内。（3）领到爆炸材料后应直接送到工作地点，严禁途中逗留。第四节 防治水 （1）随时观察迎头变化情况，出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶百年难遇淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即汇报有关人员，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员。 （2）必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。采用ZYJ-270/180架柱式液压回转式钻机，每次探水50m，超前距离30m。第五节 机电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%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，严禁送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的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：（1）非专职人员不得擅自操作电气设备。（2）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，必须加装护罩或遮栏等防护设施。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、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离启动和停止煤电钻功能的综合保护装置，每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行一次跳闸试验。6、掘进工作面配电点的位置和空间应能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其它设备安装要求，并用不燃性材料支护。7、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；井下低压电缆应选用矿用不延燃橡套电缆；电缆应带有供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。8、敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）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有适当的驰度，并能在意外受力时自由坠落，其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上；电缆钩的悬挂间距不得超过3m。9、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。10、电缆的连接应符合下列要求：（1）电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板或线鼻子与电气设备进行连接。(2)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。（3）同型橡套电缆之间的连接必须修补连接，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，合格后方可下使用；在井下冷补的电缆必须定期升井试验。（4）3台以上的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其它就近潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放于水沟深处。设置在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并全部垂直埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根钢管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直深度不得小于0.75m。11、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指标要求。防爆性能遭到破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。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，各硐室内的检漏继电器必须加锁，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、螺母锈蚀超过规定；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、防尘罩；开关底座架断裂或固定不牢；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铠装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（备帽）或其它防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置，弹簧垫圈应紧靠螺母安设。18、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。19、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母13个螺距，不得在螺母下面加多余的的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。20、电气设备的金属外壳应清洁、完整无损，并有清晰的防爆标志，有下列情况者为失爆：外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm，同时凹凸深度超过5mm；使用未经部指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）；防爆壳内外有锈皮脱落；闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用；隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂，或使用普通玻璃；防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座；改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。21、电缆引入装置接线嘴应完整、齐全、紧固，密封良好。22、工作面电气设备要加强管理与维修，爆破时要撤出20m以外。23、电气设备必须使用综合保护开关、风电闭锁等安全保护装置；自动停电时，待查明原因，确认无误后，再人工送电。24、各低压操作信号、打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。25、各机械设备必须定期按时进行注油、检查、维修，以保证设备良好运行。26、电气设备与轨道之间的安全间隙不得小于0.7m。27、井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电，不得使用明火、明电照明。28、井下所有电气设备必须标有“MA”标志。29、电修工必须经过专门培训学习，并经考试合格，持证上岗。第六节 运 输1、绞车司机必须由经过专门培训考试合格，并持合格证的专职人员担任。2、严格执行“开车不行人，行人不开车”制度。3、绞车必须装设深度指示器、过卷保护装置、过速保护装置、过负荷和欠电压保护装置、限速装置、深度指示器失效保护装置、闸间隙保护装置、松绳保护装置和减速保护装置。4、耙斗装岩机的使用与维修：（1）.操作方法:起动之前先送闸,电机虽转斗不耙;握紧重闸松空闸,耙斗就会向前耙;松开重闸紧空闸，耙斗就会向后拉；两闸同时紧握住，往往发生大事故。（2）.操作注意事项