一矿+1740通风眼工程作业规程1.doc

焦煤公司一矿+1740三煤西翼运输顺槽通风上山掘进工程 枣庄矿业集团中兴建安有限公司第一章 工程概况第一节 概 述一、工程名称：副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山（掘进）工程施工长度40m，开口位置位于副井+1740三煤西翼运输顺槽掘进头向外500处棚架中间,向上沿着煤层掘进，掘进断面为正方形，掘进宽度1800，长度1800。支护方式为木支护，木料由项目部采购。采用木扣板宽150*厚100*1800。两头与巷道两帮顶紧，留100搭接头，成井字形状层层叠加。三、工程量及服务年限：工程量：设计施工长度约40m。服务年限：于采取开采水平服务年限相同。第二节 编写依据一、焦煤公司一矿设计说明书二、焦煤公司一矿采掘工程平面图及井上下对照图三、矿方提供的通风眼施工图四、煤矿安全规程五、煤矿井巷工程质量检验评定标准 MT 5009-94 六、矿山井巷工程施工及验收规范GBJ 213-90七、我公司类似工程的施工经验及我公司现有的设备、人员。第二章 地面相对位置及地质水文情况第一节 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+1740工程名称+1740通风上山地面标高（m）+1811井下标高（m）+1740地面的相对位置及建筑物地面地面以山地为主，无建筑物井下相对位置及对掘进巷道的影响+1740通风上山沿煤层掘进，对其他巷道无影响。邻近采区开采情况临近无采区第二节 煤（岩）层赋存特征矿区主要含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)与二叠系下统山西组(P1s)，共含煤11层，煤层总厚度22.18m。其中石炭系太原组含可采煤层3层，编号为4、5及7号煤层, 含局部或不可采煤层3层，编号为7下、8、9煤层，含煤系数4.49%；山西组含可采煤层2层，编号为2、3煤层，局部可采煤层2层，编号为2上、3上煤层，含煤系数9.55%；二叠系石盒子组含局部可采煤层1层，编号为1煤层，含煤系数0.08%。矿区含可采煤层6层，编号为2、3、4、5、7、8煤层。贺兰山焦煤公司一矿主要可采煤层特征一览表煤层编号煤层厚度煤层间距顶底板岩性夹矸层数煤层稳定性对比难易程度开采情况最小最大平均编号最小最大平均顶板底板20.048.782.17粉砂质泥岩 泥岩中粗粒砂岩06较稳定、可采易对比采深至1850m标高30.2810.532.142312.4550.6034.57中粗粒砂岩粉砂岩粉细砂岩中砂岩09较稳定、可采易对比采深至1850m标高40.253.451.413420.0047.7730.05泥岩粉砂质泥岩中、细砂岩03稳定、可采易对比采深至1850m标高50.301.841.00455.2912.528.98泥岩粉砂岩泥岩粉砂岩07不稳定，采区范围内厚度小于0.27m部可采不易对比无开采 价值70.555.101.925713.0435.1325.97粉砂质泥岩泥岩中粗粒砂岩06较稳定、可采易对比采深至1850m标高第三节 地质构造蚕特拉井田位于汝箕沟宗别立向斜的西翼，煤系地层东西两端呈北东向，中部近东西走向，总体为倾向南东的单斜构造。地层倾角一般7080，局部近于直立或倒转，线间地层较缓，为6065。区内构造复杂，断裂是主要的构造形迹，褶皱不发育。一、断 层矿区煤系地层中断层发育，仅地表控制的为75条，其中延伸长度在1001800m间的主要断层有27条；落差在50526m之间，已为钻孔控制的有11条（由东向西为：F30、F26、F90、F22、F24、F19、F79、F15、F12、F10、F8）。矿区断层发育，但规律性较明显，其规律和特点如下：1、走向断层：数量不多，计有F1、F3、F11、F12、F15、F46、F45七条。按其性质可分为：走向逆断层：延伸远，落差大，对井田构造具有控制意义，其中F1为延伸至小松山的区域性大断层构成含煤地层天然的北介，F3位于井田西缘呈北东向展布受F1控制，井田内延伸达7km。F1、F3断层均位于煤系地层底部。F45、F46则受F3控制，为煤系中的次一级构造，往往使煤层露头缺失，但深部仍有煤层赋存，对煤层破坏并不严重。（2）走向正断层：以F11、F12为主，分布于西部之间，F11位于线以东，两者是否为同一断裂尚待研究。其中F12几乎横贯西区，呈北东东向展布，位于煤系下部，延伸均在1.5km以上，落差由西向东递增，由48650m。但对深部煤层的影响不大，仅F11下盘深部缺失8煤。2、斜交断层：以NE向和NW向两组为主，个别呈SN向或EW向（F5、F6）。以NW向一组最为发育，地表往往呈曲线状延伸，落差较大，一般均在100m以上，且变化规律明显，如F22、F26由北东至南西落差急剧增大。按其性质又可分为正、逆两种，绝大多数为斜交逆断层，一般均为高角度倾斜，近于岩层倾角，此类断层对深部煤层切割频繁，破坏性大，在地表往往使煤层露头重复。断层的倾角一般在6878之间，地表处沿走向变化佷大，如F26(4577)，F7(4678)；地表至深部倾角变化亦较大，如F8地表倾角4550，深部为71，F4断层地表倾角76，深部倾角为35。局部断层在地表出现反转现象，如F10、F11、F15。3、伴随一些较大的斜交断层局部产生一系列同向的“边幕式”较小的断层。如F19与F79的组合，F17与F77、F78的组合。4、以西，切断煤层露头的小平移断层发育，其延伸长度一般3035m，煤层水平位移一般1530m。5、煤系上伏石盒子组、石千峰群地层中的断层以NNE或近于SN的平移断层为主，地面延伸较长，一般在数百米以上，但大多只断到1煤层以上，对煤层影响很小。矿区内断层有15条，大多为逆断层。多为走向断层，对煤层没有影响，对煤层有不同程度破坏作用的断层有6条（F7、F8、F10、F11、F712、F14）。现将西区、中区内主要断层的特征列表于下（表3-1-1）。主要断层一览表表3-1-1编号断层性质位置断层特征F1走向逆断层横惯矿区北部边界走向N60E,向西转为N30E，倾向北西，全长2800m以上，东段可见，西段被第四系覆盖。F3逆断层线15号孔西北260 m走向北北东,倾向北西，全长570m。对煤层影响很小。F6性质不明线东100 m走向北北东，全长180m。对煤层影响很小。F7逆断层线之间走向近N85EEW向，倾向N，倾角4678，全长460m，控制可靠。F8正断层西起确台沟，北东止于线北250m走向由近SN转向NNE向，倾向E-SEE,倾角：地表4550，深部为71，全长970m，落差116m,控制可靠。F10逆断层西北起于辅7线，北止于旱布托沟走向N45525E, 倾向SE,倾角4952，全长940m，落差300m以上，控制可靠。F11走向逆断层线北端走向北东转向南，倾向北转东，全长650mF12走向逆断层之间走向N60E，倾向SE，倾角：地表4285，深部7077，全长1800m，落差由SW向NE增大，处落差350m以上，SW端48m，控制可靠。F13平移正断层线西约170m处走向N15E，倾向NW,倾角67，全长160m。F14逆断层线2号孔北约20m处走向N53E，倾向SE,倾角77，全长530m。F51逆断层线东300m处走向近南北，倾向南西西，全长400m。对煤层无影响。F52逆断层线东150m处走向北西转北，倾向西，全长200m。对煤层无影响。F53逆断层线东南端走向北西，倾向南西，全长400m。对煤层无影响。F66性质不明14号孔北40m走向北西，全长120m。对煤层无影响。F71逆断层线东80m走向北东转东西，倾向北，呈反s形。全长120m。二、褶 皱区内的褶皱构造主要发育于古生代、中生代地层中。呈宽缓的背向斜形式出现，轴向北东。形成时代为侏罗纪末期。此外太古界贺兰山群中发育规模较小的紧闭同斜褶皱、无根褶皱、平卧褶皱等。受褶皱构造影响，部分含煤地层的褶皱转折端煤层有加厚或变薄现象。蚕特拉井田位于汝箕沟宗别立向斜的西翼，褶皱不发育，以断裂构造形迹为主，煤系地层东西两端呈北东向，中部近东西走向，总体构造形态为一倾向南东、倾角7080的单斜，局部近于直立或倒转。矿区地质构造复杂程度为复杂类型。煤系地层中的褶皱主要有：帽蒲鲁褶皱：位于线F10断层之间。由一对背向斜组成，轴向为N30E，轴长1450m。向斜北西翼陡（80），南东翼较缓（50）。背斜两翼较对称。在煤系中出露面积约0.25km2,是区内的主要褶皱。对深部煤层有一定影响。此外，伴随强烈的断裂作用而产生的短轴牵引褶皱在煤系地层中也可见。如F30逆断层引起的轴向N60E，轴长460m的牵引向斜；F6与F15、F12交叉部位；F11、F12与F3交叉处均有牵引褶皱产生。该类褶皱对深部煤层没有影响。三、矿区岩浆岩区域岩浆岩不发育，仅见有小面积加里东晚期闪长岩出露，辉绿玢岩脉仅分布于贺兰山群中。矿区内未发现岩浆岩侵入煤系地层现象。第四节 水文地质一、区域水文地质本区气候干燥，雨量稀少，区内沟谷平时干枯无水，山洪暴发始有流水，但区内沟谷发育，且切割较深，排泄条件良好，因此大气降水对矿井开采没有多大影响。二、井田水文地质条件井田内与矿井充水有关的含水层共有6层。1、沟谷第四系孔隙潜水含水层：岩性为砂、砂砾及卵石，含水层厚2.714.49m，水位深度3.635.60m。2、2号煤层顶板裂隙含水层：岩性为细、中粗粒砂岩，总厚度16.851.6m。3、2号和3号煤层之间承压裂隙含水层：岩性为中粗粒砂岩，总厚度为4.9745.90m。4、8号煤层顶板承压裂隙含水层：岩性为中粗粒砂岩，总厚度11.8231.83m。5、9号煤层顶板承压裂隙含水层：岩性为中粗粒砂岩，总厚度2.845.17m。6、煤系下伏寒武系承压自由裂隙溶洞含水层：岩性为薄厚层状灰岩，厚约258m左右，裂隙、溶洞发育，但未见泉水出露。上述六层含水层，除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外，其余均为微弱含水层。由于本区没有永久性地表水流，地下水补给来源不足，含水层含水性小，因此本区水文地质条件比较简单。三、矿井历年涌水量上述六层含水层，除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外，其余均为微弱含水层；由于本区没有永久性地表水流，地下水补给来源不足，含水层含水性小，故本区水文地质条件比较简单。开采实践证实，矿井内涌水量很小，一般0.51.5m3/h，最大3.5m3/h，煤层一般不含水。蚕特拉沟两侧矿井，在斜深50m左右即有少量涌水，斜深100m左右涌水一般1.52.5m3/h。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山（掘进）工程施工长度40m，开口位置位于副井+1740三煤西翼运输顺槽掘进头向外500处棚架中间,向上沿着煤层掘进，掘进断面为正方形，掘进宽度1800，长度1800。支护方式为木支护，木料由项目部采购。采用木扣板宽150*厚100*1800。两头与巷道两帮顶紧，留100搭接头，成井字形状层层叠加。（附图一：副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山设计示意图） 第二节 支护设计一、巷道断面副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山（掘进）工程开口位置位于掘进头向外500处棚架中间,向上沿着煤层掘进，掘进断面为正方形，掘进宽度1800，长度1800。支护方式为木支护，木料由项目部采购。采用木扣板宽150*厚100*1800。两头与巷道两帮顶紧，留100搭接头，成井字形状层层叠加。（附图二：通风上山断面图） 二、支护方式采用木扣板宽150*厚100*1800，。两头与巷道两帮顶紧，留100搭接头，成井字形状层层叠加。 第三节 支护工艺一、支护材料副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山支护方式为木支护，木料由项目部采购。采用木扣板宽150*厚100*1800。两头与巷道两帮顶紧，留100搭接头，成井字形状层层叠加。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山施工方法 副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山采用爆破刷大一次成型的方法施工，从副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山下口开始搭设井字型脚手架，脚手架由1.5钢管搭接而成，其横杆上下间距为1.0m，中孔12001200mm，管子间用管卡固定牢靠，架腿支在下部坚实处，井字型脚手架随掘进向上延伸，以支撑工作台，工作面安装一个滑轮和绳索，便于人员上下，施工人员必须佩带安全带，安全带固定在脚手架上，然后开始对其进行由下而上实施掘进直到三煤西翼运输顺槽通风上山上口。二、副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山采用凿岩机打眼、爆破的方法施工，炮眼深度1.50m，凿岩机选用YT28型，配22中空六角合金钢钎杆，采用32“一”字型钻头，沿煤层掘进。掘进工艺流程：检查瓦斯、准备工作确定眼位打眼检查瓦斯装药放炮检查瓦斯处理顶板装煤、运输清理巷道第二节 掘进方法采用打眼放炮的方法掘进。一、打眼机具： 采用YT28 型风钻打眼，风源来自地面空压机。空压机为开山牌螺杆压缩机，型号为LGH-20/8G，容积为20 m3/min，额定排气压力0.8Mpa最大功率132KW。二、降尘方法降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷煤壁、开放水幕。第三节 爆破作业掏槽方式为楔形掏槽法。一、炸药、雷管使用三级煤矿许用乳化炸药（35200g）、毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms。二、装药结构正向装药结构。三、起爆方式起爆使用MFd-100型发爆器全断面一起爆，联线方式为串联线。 副井+1740三煤西翼运输顺槽通风上山爆破说明书序号炮眼名称炮眼编号炮眼个数炮眼深度装药量爆破顺序联线方式Kg/眼小计/kg1掏槽眼1-441.50.62.41串并联2周边眼5-16121.50.33.62合 计166.0七、钻眼工作钻眼前必须先画好巷道轮廓线，然后根据爆破图表所要求的眼位用喷漆定出眼位。钻眼时必须按照爆破图表所要求方向、深度和角度进行，并组织好凿岩机的分区、分工作业，以保证钻眼的质量和提高钻眼速度。第四节 装、运煤方式一、装煤方式掘进施工中，放炮落下的煤，人工用大锹装入矿车，将轨道延伸到工作面，装满的矿车用人工推至顺槽开口处，通过石门将煤运送到煤仓或地面。二、运输方式施工中采用1吨标准矿车装煤，矿车装满煤后由人工推至车场用地面绞车提升至地面，然后人工推运并把煤倒入指定地点。第五节 管线及轨道敷设在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距工作面20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距工作面510m。工作面掘进临时轨道的敷设必须符合质量标准化验收标准中的规定，轨距误差不大于10，不小于5；轨道间隙不超过10，内错差不大于5；轨枕间距不大于1m，构件齐全紧固有效，轨道距迎头620m。 第六节 设备及工具配备主要设备及工具配备情况表序号设备、工具名称型号规格功率/KW单位数量备 注1局部通风机FBD5.0/7.5227.5台21台使用、1台备用2绞车JTB-0.822部14气动锚杆机MQT-130/2.4-B2.4台21台使用、1台备用5风钻YT28部3备用1部6风动潜水泵台2备用1台7风 镐台3备用1部第五章 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（一天三班，每班八小时）组织生产，掘进每天完成2个循环，每一个循环进尺1.5m。劳 动 组 织 表序号工种小班圆班备 注1打眼工26兼锚杆支护工2爆破工133装车工13兼井下把钩工4井下信号工135水泵工136班 长13兼验收员7跟班队长138地面信号工139地面运搬工26兼地面把钩工10绞车工131236各工种可交叉平行作业第二节 循环作业图表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 主要技术经济指标技 术 经 济 指 标 表序号项目单位指标备注1每班在册人数人102每班出勤人数人83出勤率%804循环进尺m1.5每天2个完整循环5日进度m3.06月进度m907效 率m/工0.058月循环次数个30按30天/月计算9循环率%86.710炸药消耗公斤/m811雷管消耗个/m26第六章 生产系统第一节 通风系统一、工作面有效风量计算：1、掘进工作面风量计算：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。按瓦斯涌出量计算Q掘= 100q掘K掘通= 1000.21.5=30m3/min式中：Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.2m3/min。按人数计算掘进工作面实际需要的风量Q掘=4N= 416=64m3/min式 中：Q掘 掘进工作面需风量，m3/min；N掘进工作面同时工作的最多人数，为16人；按一次爆破最大装药量计算Q掘=7.8T（m3/min）=144m3/min Q掘掘进工作面一次爆破实际需要的风量，m3/min； T爆炮后巷道的通风时间 一般取2030min A同时爆破的炸药量（12.2Kg） S巷道的掘进断面（7.1） L掘进巷道通风长度（取410m） K淋水系数 工作面涌水在1m3/h15 m3/h间的淋水系数可取0.80.15 取中间值0.5按局部通风机吸风量计算：Q掘=Q扇-（K循Q扇）=200（1.2200）=176m3/min式中：K循1.2 风筒最大漏风率15时的系数；Q扇掘进工作面所需风量，取、所计算出的最大值。按风速进行验算（Q掘=60VS）15S掘Q掘240S掘式中：S掘掘进工作面断面积，S掘6.8 Qmin=600.25S掘=0.25606.8=102m3/min64m3/min102m3/min =176 m3/min通过以上计算及验算，取最大值172m3/min，回风斜井井口现有局扇为对旋轴流式通风机，型号为FBD5.0/7.52，功率为27.5KW，额定风量为170260m3/min，其风量可满足掘进工作面的风量要求。为保证迎头正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风。二、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应安装在+1740车场距离副井30米的地方，配备300的阻燃、抗静电胶质风筒。2、通风系统局部通风机+1740集中运输石门工作面+1780回风石门风井地面。第二节 压风系统风源来自地面空压机，供风量为20 m3/min，功率为132KW，风管经回风斜井井筒接至工作面附近，风管采用4寸钢管。第三节 防尘系统防尘水源来自地面水池，分别用2寸钢管和1寸胶管接至迎头，每百米设三通一个，工作面外设四道喷雾。在工作面外620m内安设爆破喷雾，扒装机上方设一道水幕实现扒装喷雾。距迎头50m内设一道能封闭全断面的常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。采用湿式打眼，定炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。第四节 防灭火灭火器材置于耙矸机处，应保持完好，并有明显的标志，消防供水管路系统使用施工用水管路，主要采取如下防火措施：1、工作面不准存放易燃物如油类、棉纱，坚持入井检身制度，严禁明火入井。 2、加强供电管理，井下机电设备严禁有失爆现象，严格执行停送电制度。 3、严禁穿化纤衣服下井，入井人员必须佩戴自救器。 4、万一工作面发生瓦斯、火灾事故，要听从跟班干部指挥，按避灾路线，迅速撤退，并及时向项目部汇报。 5、当不能撤离灾区时，要利用风筒、工作服搭风障，阻止和减少有害气体进入，并用压风管供新鲜空气，并及时发出呼救信号以便与外界联系，耐心等待营救。第五节 安全监测系统 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器安设在距工作面不大于5m的巷道内，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。2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300，距巷帮不得小于200。第六节 供电系统施工电源来自地面6KV变电所，井下主电缆为316+1，电压为660V。电缆要吊挂整齐，电缆钩每三米一个，电缆的垂度不大于50。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。第七节 排水系统根据有关资料，井筒最大涌水量3.5 m3/h，施工中在井下设置1台风动潜水泵，直接将工作面涌水排至地面。排水管道采用3寸塑料管。第八节 运输系统空车由地面副斜井井筒+1740车场+1740集中运输石门+1740三煤运输顺槽重车由工作面+1740三煤运输顺槽+1740集中运输石门+1740车场副斜井井筒地面翻入指定地点。第九节 通迅系统井下掘进工作面附近设有电话，能够直接和地面和主井绞车房联系。第七章 安全技术措施第一节 “一通三防”管理一、通风及瓦斯管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于10m，以保证工作面有足够的风量，风筒漏风率不超过3。3、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。4、因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m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。5、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。6、掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理，并向项目部汇报。7、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼，放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作、撤出人员，切断电源，进行处理。8、通往掘进工作面的巷道内局部地点积聚瓦斯浓度达到2%时，体积大于0.5m3，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。9、建立瓦斯、CO2检查制度：掘进工作面瓦斯浓度检查，设专人随时检查，每次检查结果都必须记入记录手册，并在工作面瓦斯牌上填写清楚，瓦斯浓度超过规定时，瓦检员有权责令停工、撤人、停电。二、防尘管理1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。3、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。4、掘进工作面的回风口混合风流处20m 内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。5、工作面安装风动爆破喷雾，爆破时降尘。6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。7、防尘管路必须接至迎头，每100m设三通一个，以便及时降尘。第二节 顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼定炮过程中应清除危岩、排除隐患。3、找顶工作必须遵守下列规定：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。找顶人应站在安全地点，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。找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。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。4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，然后进行正式支护。第三节 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程有关规定。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”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）和“三人联锁”的放炮制度。3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”（拉线、设置警标、吹哨）和“三人连锁”制度。4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。5、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、掘进工作面应全断面一次性起爆，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炸材料箱内，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、电气设备不潮湿的地点。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。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。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。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、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。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、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，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、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1/2。炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：掘进工作面的控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，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。炮眼内发现异状、温度骤高骤低、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，并将流动设备移出工作面。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。警戒线处应设置警戒牌、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，不得与轨道、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，严禁用轨道、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（矿用增安型）。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少于100m，并有掩体，曲线75m。19、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，不得将把手或钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。20、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。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。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、残爆等情况。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、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。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。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（残爆）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。爆炸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，严禁将爆炸材料装在衣袋内。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，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m。爆破结束吹解放哨后方可撤岗。27、巷道贯通前20m，每次爆破前必须撤出所有被贯通巷道的作业人员，每次装药爆破前班组长应指定专人到所有通往预透处的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m。并有专人负责联络，爆破工在接到站岗人员到位的通知后方可爆破，爆破结束站岗人员接到联络人员允许撤岗的通知后方可撤岗。第四节 防治水管理1、工作面出现挂红、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、有臭味，有害气体突然增加等突水预兆时，必须停止作业，撤出人员，立即报告项目部及调度室，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员。工作面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。2、坚持“有疑必探，先探后掘”原则。第五节 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。控制设备内部按有放电装置的，不受此限。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，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、掘进工作面配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。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（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弛度，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。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：电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接。不同形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。同形橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套以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，可设置在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6、厚度不小于3的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放与水沟深处。设置在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35、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5的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22、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5的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于0.75m。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，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各类过流保护要按规定进行电气试验，下井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，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。绝缘坐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、防尘罩。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垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。20、电气设备的隔爆外壳应清洁、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。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、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，电煤钻用完后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。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、电气设备与铁路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。不得使用明电照明。28、井下所有机电设备必须标有“MA”标志。29、井下电气设备防爆合格率必须达到100第六节 运输管理1、严格执行“