xxxxx回风巷掘进作业规程（炮掘巷）

古蔺县石宝镇隆石煤矿1121回风巷掘进工作面作业规程编制陈德均审核黄仁全技术负责人黄仁全矿长王从飞会审栏会审单位及人员编审人员签字会审意见编制地测副总通风技术部施工队机电矿长生产矿长安全矿长技术负责人矿长会审日期年月日作业规程复查记录作业规程名称1121回风巷掘进工作面施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题二、处理意见学习培训情况培训时间培训地点培训主持人受培训人员签字编号姓名成绩备注编号姓名成绩备注目录第一章概况1第一节概述1第二节编写依据1第二章地面相对位置及地质水文情况2第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节煤（岩）层赋存特征2第三节地质构造5第四节水文地质5第三章巷道布置及支护说明7第一节巷道布置7第二节支护设计7第三节支护工艺9第四章施工工艺11第一节施工方法11第二节凿煤岩方式11第三节爆破作业12第四节装、运岩煤方式14第五节设备及工具配备14第五节管线及轨道铺设14第五章劳动组织及主要技术经济指标16第一节劳动组织16第二节循环作业图表17第三节主要技术经济指标18第六章生产系统19第一节通风系统19第二节压风系统21第三节瓦斯防治21第四节供水施救系统、综合防尘系统23第五节通信联络系统24第六节排水、防治水24第七节防灭火26第八节运输系统26第九节通迅系统26第七章灾害预防及避灾路线27第一节爆炸事故发生时措施27第二节顶板事故的预防和处理27第八章安全技术措施28第一节施工准备28第二节“一通三防”管理28第三节顶板管理31第四节机电管理35第五节运输管理38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为1167下山区域的回风巷道。二、掘进目的及巷道用途此巷道作为1167下山区域的回风系统，完工后期作为1167下山区域生产时的回风、运料、行人的需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度40M服务年限2年四、预计开、竣工时间经矿委会研究决定，本地点预计2015年9月下旬日开工，预计2015年10月上旬竣工。第二节编写依据一、煤矿安全规程二、扩能技改初步设计安全专篇、扩能技改设计，批准时间为2010年8月。三、掘进地质说明书四、矿压观测资料五、工种操作规程六、各工种岗位责任制及安全制度七、四川省煤矿安全质量标准化管理文明生产标准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1162水平采区名称一采区地面标高（M）11001260M井下标高（M）1188M地面的相对位置及建筑物地面高低起伏，无重要建筑物、河流、堰塘、水库、河沟、水耕地等井下位置及掘进地面设施的影响只是巷道部分地段对应地表有民房,应留设保安煤柱或给予一定的搬迁补贴费。掘进施工对地表无大的影响邻近采区开采情况1121回风巷布置在Y1（C25）煤层中，南边为已掘1121回风上山巷，北边为1167车场，上部为1121回风平巷，巷道施工方位已经留足护巷煤柱。煤层走向北东南西走向倾斜310330长度40M第二节煤（岩）层赋存特征一、煤层情况（附煤层柱状示意图）本矿含煤地层沿北东南西走向展布，厚度约130M左右，倾向310330，倾角17左右，属单斜构造。煤层赋存于二叠系上统龙潭组（P2L）含煤岩岩系中，主要煤层位于P2L的中部至近底部，层位稳定，厚度变化从042M272M不等。矿山范围内采矿许可证登记可采煤层有C25（Y1）、C24（Y2）、C23（Y3）、C17（Y5）等4层，属稳定较稳定煤层。C25（Y1）煤层位于含煤岩系的近底部。下距茅口灰岩约10M。本矿山煤层厚度由北东至南西由272M238M199M，平均厚236M，厚度稳定，煤层为单一结构，为主要可采煤层。C24（Y2）煤层下距C25煤层1080M。复煤结构，本矿山煤层厚度由北东至南西从247M100M100M110M，平均煤厚139M。C23（Y3）煤层距C24煤层482M，复煤层，有12层灰色砂质泥岩、泥岩、粘土岩夹矸，下部夹矸变化大，常尖灭或增厚。本矿山煤层厚度由北东至南西026100M110M，平均煤厚090M。C17（Y2）煤层单一结构，本矿山煤层厚度由北东至南西044M117M140M，平均煤厚109M。煤层特征见表2。附图煤层柱状示意图236M直接顶黑色泥岩Y1煤层底板深灰色粘土岩0303M508M表2可采煤层特征顶底板岩性含煤地层煤层编号煤层厚度M最大最小平均层间距M结构夹矸层数可采性稳定性倾角（）视密度T/M3顶板底板龙潭组中部单0可采稳定17145深灰色粘土质泥岩、粘土岩深灰色粘土岩龙潭组中部C23026110090简单0局部可采稳定1715灰色细砂岩灰色粘土岩482龙潭组下部C2410247139简单0可采稳定1715细砂岩、灰黑色泥岩粘土岩龙潭组下部C25199272236108简单12可采稳定1715黑色泥岩深灰色粘土岩2、煤层顶底板Y1煤层顶板为灰色砂岩，局部地段为炭质页岩，厚度为020030M，个别地段厚度为10M左右，形成伪顶，直接顶黑色泥岩，老顶为厚层砂岩。煤层底板为岩屑砂岩，无底鼓和膨胀现象。顶板岩体结构属整体连续层状结构，岩质类型属中硬坚硬岩，围岩类别为类围岩，稳定程度为基本稳定。局部存在掉块、掉渣现象，回采中加强支护，以防止坍塌。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数根据泸州市煤炭管理局文件关于古蔺县石宝镇隆石煤矿2014年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复（泸市安监矿（2014）29号），2014年古蔺县隆石煤矿绝对CH4涌出量144M3/MIN，相对CH4涌出量670M3/T，绝对CO2涌出量094M3/MIN，相对CO2涌出量438M3/T；属瓦斯矿井。根据矿方提供的2014年8月8日由重庆煤炭技术研究院，隆石煤矿所开采的Y1、Y3、Y2、Y5煤层均不易自燃，鉴定煤层均无煤尘爆炸危险。第三节地质构造矿山位于古蔺复式背斜北翼，柏杨坪向斜西部仰起端，地层走向呈近南北向分布，为单斜构造，地层倾向6585，倾角2732。矿山有一逆断层F9，位于矿区南部风井口南侧。该断层走向北东南西，断层倾向南东，断层倾角45左右，使东盘矿层抬升，西盘下降，断距1015M，该断层使两盘20M左右范围内岩性破碎，裂隙发育，并见较多的断层角砾岩，岩性为砂岩，泥质砂岩及煤屑，该断层对矿山内深部煤矿层均被断为两块，破坏了煤层的连续性。在施工中，施工队必须及时汇报工作面地质变化情况，及时收集工作面的地质资料，为掘进提供地测预报，便于提前采取措施，保证掘进施工安全。施工班组在掘进过程中，严格执行“敲帮问顶”，以防止发生顶板事故。第四节水文地质1、Y1煤层为煤系上部煤层，上部长兴组（PIC）为岩溶裂隙含水岩层，为煤层顶板直接充水层，是Y1开采的只要充水源，当大气降水充足时、采掘工作面有滴水出现。2、底板水、煤层为浅部开采、下部茅口灰岩（PIM）为岩溶强、含水层、含水丰富、由地表沟水和大气降水补给，为煤层底板直接充水层。3、矿坑水其主要充水源为大气降水通过裂隙渗入矿坑，但矿区附近地表水体缺乏、贫水期多、据矿井涌水量观察显示、矿井一般涌水量为34M3H、水量较小。4、老窖水Y1煤层出现地表露头煤。上部曾有小煤开采过、但经调查现在均为干枯井，但在采掘中注意有疑必探的掘进。综上所述，矿区水文地质条件属简单中等复杂程度。做到先探后采，以防严重事故发生，确保安全生产。矿井最大涌水量为34M3/H，一般涌水量为084M3/H。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置1121回风巷布置在Y1煤层中，方位角103，沿煤层掘进。掘进工作面沿煤岩层的走向由北向南掘进。附施工巷道平面布置图第二节支护设计一、巷道断面此巷设计为梯形断面，11工字钢支护。掘进断面S毛70，S净60。规格净上宽为20M，净下宽为30M，净高为24M。水沟003。二、支护方式（一）临时支护临时支护必须在处理好片帮后进行，同时碛头随时准备2到3根与巷高相适应的木支柱以备急用。棚子或挂钩与碛头之间采用前探梁超前支护，前探梁用三根3至5M长的15KG轨道钢制作，前探梁平行放置在厢梁上，前探长度不超过12米，三根前探梁间距060M至080M，并在前探梁的碛头端横背10M到14M的木料且用木禊打紧。附前探梁支护示意图棚梁或挂钩梁背料前探梁背料（二）永久支护采用梯形棚支护作为永久支护，支护材料11工字钢。沿煤层顶板施工，中净高24M，底宽30M，上帮扎角为05M，下帮扎角02M；顶部及两帮用劈杆背实加牢，顶部6条，两帮各3条，顶部两端劈杆必须压肩，其余均匀穿布，两帮劈杆距棚口以下02M处开始向下均匀穿布，顶部及两帮劈杆两端头必须用引板加实加牢，严禁重引板现象，棚距中中10M一架。（三）架棚工程质量规定架棚支护巷道工程质量规定见表五。项目质量标准（M/M）部位巷道名称及规格中线至左帮1000巷道上净宽主运峒室20、50其他50，无中线40、100中线至右帮1000腰线上1200巷道净高均30、50无腰线60腰线下1200巷道坡度3、73棚顶净里口2000支架构件规格质量腿长全长2500左MM/M前倾后仰或迎退山平巷40斜巷50不退山切眼158MM/M右MM/M顶（块）6背帮背顶每帮（块）3左100柱窝深度右100左1000棚距（中中）木棚100其他50右1000深度200水沟30宽度200永久棚距迎头1200最大空顶距1200第三节支护工艺一、支护材料棚顶、棚腿11工字钢制作，采用梯形断面架棚支护。掘进断面S毛70，S净60。规格净上宽为20M，净下宽为30M，净高为24M。水沟003。棚顶均匀串杆6条（其中2条压肩），两帮各串杆3条。巷道支护断面示意图二、架棚工艺1、架棚前，班组长必须组织人员进行敲帮问顶，并检查围岩滑纹情况，用长柄工具摘掉活石，再进一步把原迎头的棚子重新加固，必要时可根据情况支设临时柱子，控制好顶板及两帮。2、若够支棚距离时，架棚前，要先将前探梁前移至迎头固定牢固，再把需要架设的棚头挑在前探梁上固定好，按中腰线、三角线找正，使上撑棒，用压肩杆与后边棚子联结并足顶加牢。然后将两帮活石摘掉控制好，待扒出腿窝后，立即竖上棚腿，调整好扎角并用联棚器稳固好棚腿，再将前探梁上的棚头与棚腿合口，先合一头后，再合另一头，并用引板将棚子加紧加牢。3、支护材料每米用量每米支棚1架/M。每架棚材料用量工字钢7M，劈杆8条，引板12个。施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。第四章施工工艺第一节施工方法开门口施工方法自开门口处，施工前，首先对门口前后10M范围内的支护进行检查，所有棚子每架打上4条撑棒（每个棚档内棚顶、棚腿各1条），并掩护好电缆及风水管路，确认安全后，进行开门口。开门口首先架设好抬棚（对棚），然后，按设计方位角346掘进。施工方法采用“三八”制作业方式，全断面一次成巷，永久支护跟迎头，最大空顶距为一个棚距02M。施工工艺钻爆法施工工艺打眼药爆破敲帮问顶临时支护装煤矸支护。说明1、采用正规循环组织作业，迎头装药爆破后，及时使用前探梁支护及帮探支护，所有施工人员必须在前探、帮探支护的掩护下进行工作。2、掘进工作面永久支护（架棚）跟迎头。第二节凿煤岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破煤、岩。一、打眼机具采用7655型风钻和ZMS12T电煤钻打眼，风源来自风井口地面压风机房。供电经过DW350开关，橡套电缆送往W200开关，再使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供迎头电煤钻用电；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、爆破后冲刷巷帮、开放水幕。第三节爆破作业一、钻爆器材使用风动凿岩机或ZMS12T型电煤钻，一台工作，一台备用；MFB50或MFB100型启爆器；二级煤矿许用乳化炸药，15段亳秒电雷管。二、爆破方式“分次装药、分次爆破”。该巷揭露Y1煤层掘进，以Y1煤层为掏槽层，全断面视其岩层的坚硬度和支护情况分13次爆破，首先爆破掏槽眼，并装运煤炭。爆破掏槽眼时只能装掏槽眼的药，严禁将装有药的炮眼不启爆。必须坚持“自连自拉”，严格执行“三人连锁”和“一炮三检”等放炮制度。掏槽眼呈扇形布置，中间顶眼高于两顶角邦眼020M左、右，邦眼距巷道轮廓线020M，使爆破出来的巷道成形规则，顶板呈“圆弧拱形”便于支护和控制顶板。全断面掏槽眼5个，辅助眼1个，顶眼3个，底眼4个，水沟眼1个，邦眼2个，共布置16个炮眼。爆破原始条件见附表一。炮眼排列及装药量见附表二。预期曝破效果见附表三。炮眼布置图见附图八。炮眼装药结构示意图1234561、雷管脚线2、炮泥3、水炮泥4、亳秒电雷管5、启爆药卷6、被动药卷表一爆破原始条件序号名称单位数量序号名称单位数量1岩石普氏系数357掘进断面M642三级煤矿许用乳化炸药8净断面M63启爆器MFB50或MFB100台19炮眼深度M1504复合煤厚M06010炮眼个数个165ZMS12T型电钻台211毫秒电雷管发166瓦斯等级瓦斯矿井12总装药量KG990表二炮眼排列及装药量装药量眼号炮眼名称炮眼深度M炮眼长度M个/眼KG/眼小计KG15掏槽眼17085050753756辅助眼150150406006078邦眼1503004060120911顶眼15045030451351215底眼150600406024016水沟眼1501504060060合计2500990表三预期爆破效果序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率856循环雷管消耗量发162正规循环率907炸药单位消耗量KG/M7623循环进尺M1308雷管单位消耗量发/M12314循环爆破实体煤层M71769循环炮眼总长度M25005循环炸药消耗量KG99010月进度M1050第四节装、运岩煤方式巷道掘进施工中，采用人工装煤入矿车，推至刮板机巷倒入刮板机进行运输至1121运输平巷，再转至1167车场，由机车运出地面。第五节设备及工具配备序号机械名称类型功率/KW单位数量1局部通风机FBD5/25511台22探水钻机ZDY62015台13“风电”、“瓦斯电”闭锁一套第五节管线及轨道铺设一、各类管、线、风筒敷设1、施工队在巷道右侧设置缆线挂钩，高度为轨道以上18M，用以悬挂电话、监测缆线等。电缆悬挂点间距25M，且平直，两线之间间距300MM。2、风筒布置在巷道左侧上部，高度为轨道以上18M，先悬挂风筒大线，再悬挂风筒。3、风管、水管布置在巷道左侧下部，细管在上，粗管在下，与轨道面保持300MM距离，末端距碛头不大余15M，风水管使用砖垫。4、爆破线敷设时保证平直，严禁与金属体接触。爆破线必须符合煤矿安全规程第334条之规定，不得有明接头出现，平时应保持扭接短路状态。第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织巷道掘进采用昼夜为三班作业，各班在劳动组合上要求新老兼配，每班至少有三名技术全面、经验丰富、责任心强的工人兼任正、副班长，记录员，负责当班的安全、生产、质量等工作。工人劳动出勤表施工地点1121回风巷。施工方法钻眼爆破、平巷内人力推车。工作制度“三八”作业制掘进断面70M循环进度1M月进度90M人员配备工作分配人数备注1打眼、领药、退药、装药、放炮、支护。122装矸、推车。343轮休124小班人数85大班人数246出勤率857其他瓦检员值班队长13钉道工管钳工13第二节循环作业图表1167下山区域回风巷采用炮掘人工装车，工字钢架厢支护循环作业方式，每循环掘进1M，月计划进尺90M（开机率为85）。循环时时序号工序名称HMIN123456781交接班202安全质量检查303延中、腰线204准备打眼205打煤眼306装药联线207放炮通风308装煤309打煤、岩眼9010装药联线3011放炮通风3012安全检查临时支护4013装矸12014永久支护4015收流砂、水沟2016辅轨20第三节主要技术经济指标参见技术经济指标表技术经济指标表表十一序号名称单位数量备注1施工方法钻眼爆破2作业方式“三八”作业制3支护方式架工字钢棚4掘进断面M705巷道坡度度186循环进度M17昼夜循环数个38日进尺M39月进度M9010小班定员人811出勤率8512掘进工效M工012513单位炸药消耗量KGM76214单位雷管消耗量发M123115单位坑木消耗量MM057第六章生产系统第一节通风系统按煤矿安全规程规定，掘进工作面必须有可靠的通风系统，工作面通风方式采用局部通风机压入式通风。掘进工作面必须实现“双风机、双电源”供电，且主风机和备用风机必须能够自动切换。压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10M；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量。施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在1121运输巷进风流中，开口点往1167车场方向大于10米的位置。最长供风距离200M。一、风量、风速计算与选取1、按瓦斯涌出量计算Q掘1100Q掘KC10020032643/MIN式中Q掘掘进工作面瓦斯的绝对涌出量，M3/MIN,取032M3/MINKC掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，本矿取KC20。2、按同时作业最多人数计算Q掘4N掘K4912545M3/MINN掘掘进面同时作业最多人数9人（包括安检人员）K风量系数1253、按一次爆破最多消耗炸药量Q225A2576190M/MIN25使用1KG炸药的供风量，M/MIN。A放炮一次最多用药量，KG。4、按风速进行验算岩巷01560S掘Q掘1460S掘015607063（M/MIN）68（M/MIN）460701680（M/MIN）式中S掘掘进巷道断面积，M4规程规定的掘进工作面最高允许风速,M/S；015规程规定的掘进工作面最低允许风速,M/S；上述不等式成立，说明掘进工作面配风量合理，符合煤矿安全规程的规定。5、按局部通风机的实际风量计算安设局部通风机地点配风量Q岩掘2Q局I9S2501970313（M/MIN）式中Q局掘进工作面局部通风机的实际风量，局部通风机取250（M/MIN），I掘进工作面同时通风的局部通风机台数。所以，Q掘2为全风压供局部通风机安设点的风量313（M/MIN）；掘进工作面风速风速最高不超过4M/S，最低风速岩巷不低于015M/S，煤及半煤岩巷道不低于025M/S。三、局部通风设计选择FBD5/255型局部通风机，选用直径05M的风筒，可满足要求。1、局部通风机安装地点局部通风机安设在1121运输巷进风流中，开口点往1167车场方向大于10米的位置。（局部通风机吸风口至掘进工作面进风口）巷道的风速不得低于015M/S。2、局部通风机的配风量Q扇吸9S巷130970M193M3/MIN式中Q扇吸掘进工作面局部通风机的实际吸风量,M3/MIN,S巷掘进工作面巷道进风口至局部通风机之间巷道断面积,M29为防止局部通风机吸循环风,防止局部通风机吸入口至掘进工作面进风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚,在安装局部通风机的巷道中,除了保证局部通风机的吸风量外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间风速不得低于015M/S的换算值3、通风系统地面新鲜风流1121运输巷局部通风机1121回风巷掘进工作面1121回风石门巷一采区回风上山总回风巷地面附通风系统示意图4、通风设施及要求局部通风机的各种设备要齐全，且必须垫高，保证离地面高度大于03M。局部通风机要专人实行挂牌管理，保证正常运转且不得随意停开。掘进工作面使用500MM抗静电阻燃风筒，风筒出口距碛头的最大距离不超过5M，风筒接头严密，无破口，无反接头，且接头要压边。先用8铁丝敷设风筒大线，然后用细铁丝将风筒环挂在风筒大线上，对风筒的敷设要平、直、稳，逢环必挂，对拐弯处要设弯头或慢拐弯，不得拐死弯，对异径风筒接头要用过渡节，先大后小，不得花接。第二节压风系统矿井风动工具主要为气腿式凿岩机，矿井在回风井工业场地建一空压机站向井下集中供风。由于矿井需要压风自救时，其它须供风设备均处于停用状态，故该空压机站也作为矿井压风自救系统的供风源。通过完善压风自救系统，确保在井下发生灾变时，现场作业人员有充分的氧气供应，防止发生窒息事故。1、风源来自地面空压机房，选用FHOG75F12/8型螺杆式空压机一台。下井压气主管选择内径108MM无缝钢管，凿岩机支管选择内径为57MM无缝钢管或相应管径的软管，混凝土喷射机支管选择内径为75MM无缝钢管或相应直径的软管。2、机房风压6MPA，工作面风压不低于4MPA。3、压风系统地面空压机房主运输大巷1167车场1121运输平巷1121回风巷掘进工作面。迎头风压最小为05MPA。第三节瓦斯防治一、安全监控系统按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ10292007的要求，建立装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速的煤矿安全监控系统，确保监控有效。1、工作面瓦斯探头设于碛头，并保证距工作面不超过5M。随掘随移，工作面回风瓦斯探头悬挂于距回风口1015M的位置。2、瓦斯探头必须处于回风之中，并悬挂于风筒的另一侧，且距巷道顶板不大于300MM，距巷帮不小200MM。且该处顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。3、掘进工作面必须形成“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”，且保证各闭锁必须灵敏、可靠。4、对瓦斯监控系统装置安设的种类、数量、电缆敷设等要符合煤矿通风安全监测使用管理规定的规定。对报警点、断电点、断电范围及复电应符合煤矿安全规程中第168、169条的规定，对监控系统实行挂牌管理。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7天必须校正一次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。为保证甲烷超限断电和停风断电功能准确可靠，每隔10D必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。必须每天检测安全监控设备及电缆是否正常，使用便携仪甲烷报警仪或便携式光学甲烷监测仪与甲烷传感器进行对照，并将结果和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调教完毕。附安全监控系统示意图。二、瓦斯检查制度1、矿长、技术负责人、爆破工、管理人员、班长、流动电钳工入井必须按规定携带便携式检测报警仪，所有入井人员必须按规定携带自救器。2、工作面必须配备瓦检员检查瓦斯，瓦检员必须执行瓦斯巡回检查和汇报制度，并使用光学甲烷检定器，按规定认真检查瓦斯。瓦斯检查必须严格按煤矿安全规程第136、138、139、140、141条及有关文件规定执行。严禁瓦斯超限作业。3、瓦斯检查地点掘进工作面进风流、掘进工作面回风风流、爆破地点附近20米范围内、电气设备附近20米范围内、局部通风机及开关附近10米范围内、垮冒区的瓦斯、水泵房。4、瓦斯检查次数每班至少检查3次，揭穿煤层时、瓦斯涌出较大、变化异常时，都必须经常检查瓦斯，每次将结果如实填写在现场瓦检牌和记录手册，做到瓦斯牌、手册、班报表三对口。5、该工作面停头后恢复作业前瓦检员必须先检查工作面、进回风流中以及电气设备附近20米内的空间的瓦斯，确认正常后方可恢复作业。6、每班进班前和爆破后，必须是瓦检员首先进入检查瓦斯，瓦检员检查瓦斯前，其他人员不能进入。检查确认无问题时，其他人员方可进入作业。爆破时必须进行“一炮三检”。7、严禁未先检查瓦斯就向掘进工作面电气设备合闸送电和检修电气设备。8、严禁瓦斯超线作业，严禁掘面微风、无风作业，严禁局部通风机发生循环风继续作业。9、严禁空班、漏检、假检。10、瓦检员必须在井下指定的地点手上交接班，特殊情况下经有关领导同意后方可出井。第四节供水施救系统、综合防尘系统通过完善供水施救系统，在灾害发生后为井下作业人员提供清洁水源或必要的营养液。1、地面防尘水池容量300M3，并设有备用水池；2、防尘供水管路采用无缝钢管安装，按50M间距装设三通及阀门；要加强管路维护，保证阀门开关灵活。掘进工作面必须安设一根长15米左右的胶管，方使用水冲洗和喷雾。3、掘进巷道安设2道净化水幕，即距工作面2050米内安设一道，巷道开口以里30米左右安设一道，放炮前打开水幕。4、施工中，严格按煤矿安全规程第17、154条规定搞好湿式钻眼、水炮泥、放炮喷雾、出矸洒水、冲洗巷壁等综合防尘措施。5、现场作业人员必须佩戴防尘口罩。6、供水系统、防尘系统地面防尘水池主回风巷一采区回风上山1167车场1121回风巷掘进工作面。附防尘、供水施救系统示意图第五节通信联络系统通过完善通信联络系统，实现井上下和各个作业地点通信通畅，为防灾抗灾和快速抢险救灾提供准确信息。1、该工作面施工作业时，必须在距工作面20米范围内安设一部直拨电话，在工作面出现异常情况、地质情况发生变化、工作联系时使用。当发现电话出现问题时，机电科及时排除故障，保证通讯系统正常使用。2、通信联络系统地面调度室、监控室主运输大巷1167车场1121运输平巷1121回风巷掘进工作面。附通信系统示意图。第六节排水、防治水一、排水系统掘进工作面所有水全由巷道水沟自流排出地面。排水线路掘进工作面1121回风巷联络眼1121运输巷主运输大巷地面。二、防治水系统1、防治水系统选用ZDY620型探水钻机、探水钻杆（075M/根）共150M，探水钻头10颗。2、探放水钻孔布置图参数超前每探长度60M，只准朝前掘进40M，超前掘进碛头距离必须大于20M。探水钻孔所控制的范围与巷道帮的距离（安全外围）不低于20M。钻孔布置图参数探水钻孔参数及钻孔布置示意图123123钻机安设位置12回风巷探放水钻孔剖面图1、2、312回风巷探放水钻孔平面布置示意图12回风巷钻孔布置示意图12回风巷钻探钻孔参数孔号方位角倾角孔长度1030961M383钻机安设位置0210第七节防灭火该工程均采用风钻湿式打眼，爆破喷雾降尘。防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。地面井口备有沙子，可直接灭火。防火水源来自地面洒水消防水池，管路至井口直径57MM钢管和胶管接到工作面。防灭火系统地面消防水池管路（防尘供水管路）主回风斜井一采区回风上山1167车场1121回风巷掘进工作面。第八节运输系统掘进工作面出（煤）矸工作面碛头1121运输平巷1167车场主运输大巷地面。空车、材料运输地面主运输大巷1167车场1121运输巷1121回风巷掘进工作面。第九节通迅系统由地面变电所供电，井下局部通风机、耙装机、综保、真空可逆开关均为煤矿矿用防爆型设备。设计选用阻燃MY335MM2型矿用电缆。供电系统地面变电所主运输大巷中央变电所1121运输巷1121回风巷掘进工作面。第七章灾害预防及避灾路线第一节爆炸事故发生时措施1、爆炸事故发生时措施1一旦井下发生局部瓦斯爆炸，人员不准乱跑，戴好自救器，按避灾路线撤退。2一旦人员无法撤出，所有人员要背向爆轰波传播方向，向下爬在巷道底板上，迅速戴好自救器，待爆轰波过后，尽快撤离灾区。第二节顶板事故的预防和处理2、顶板事故的预防和处理1经常检查工作面顶帮及支护情况，发现问题及时处理，不能立即处理，必须将人员撤至安全地点，向安全员或矿长汇报。不安全地点严禁进入。2工作面一旦垮顶出路被堵，未堵人员要及时向矿调度室汇报，包括垮顶范围、被堵人数和位置，并积极进行抢救。3在进行抢救时，要安排有经验的老工人监视顶板变化情况，避免抢救人员受伤；抢救时，由外向里进行，抢救时必须支设临时支护。3、顶板来压预兆托板压烂严重；顶板有“闷炮”声，顶板破碎；支柱断折、支架变形严重；顶板下沉离层有裂缝；打眼时卡钎。遇上述情况时，工作面必须停止工作，采取措施进行处理，架设临时木点柱，增大支护密度，减少空顶距离，并紧跟工作面，遇危急情况及时撤离危险区。4、透水预兆工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑有臭味等异状时，必须停止工作，采取措施报调度室，如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。5、瓦斯异常涌出预兆工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。6、避灾路线若工作面发生水、火、瓦斯等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离（1）、火、瓦斯避灾线路工作面碛头1167车场主运输大巷地面。（2）、水灾避灾路线工作面碛头1121回风巷1121回风巷1121回风石门1192回风石门主回风巷地面。（3）、顶板灾害避灾路线全体人员撤到就近顶帮完好的安全地点。附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，由技术人员负责传达批准的1121回风巷掘进作业规程。传达后进行考试、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，并考试合格。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记录表上。2、此规程必须根据现场变化及时修改补充，并编制施工补充措施贯彻执行。3、施工前，技术科测量部门必须提前给出开门位置，标定好中腰线，施工单位严格按线施工。4、开门前，必须对开门口左右各10M巷道支护进行检查加固。5、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。6、严格执行各种工种岗位责任制、交接班制、质量验收开工护照等各项制度。交接班时，班组长必须把当班工作情况、安全情况、机械运转情况向接班班长交代清楚。各工种必须带齐工具上岗。7、认真开好班前会，交清现场的不安全因素及注意问题。工人在工作中变换工作地点或工种，必须有安排工作的人员交代上述问题，并学习新地点（或工种）的作业规程（或操作规程）。8、必须坚持贯彻执行煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿质量标准、煤矿安全评价办法和上级文件中的有关规定。第二节“一通三防”管理一、通风管理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，风筒口距迎头不大于5M，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3。3、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。4、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，局部通风机不开时，要把人员撤至回风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；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05时，方可人工开启局部通风机。6、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或与采煤工作面分开供电。7、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1和最高二氧化碳浓度不超过15，且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。8、巷道贯通预透必须遵守下列规定掘进巷道贯通预透前20M，通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。贯通前20M必须停止一个工作面作业。贯通预透时，必须有专人在现场统一指挥，停掘、预透的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其进风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其进风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其进风流中的瓦斯浓度都在1以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。9、所有掘进工作面班长或组长必须携带便携式瓦斯鉴定器，除放炮时间外必须将其挂在迎头前5M内风筒的对应侧。10、迎头必须单一供风，风筒口距迎头最远不得超过5M。局部通风机严禁吸循环风，严禁不合里串联风。12、局部通风机和启动设备必须安装在顶板完好，无滴水处的回风巷道内，距回风巷口不得小于10M，距铁路不得小于05M，进风口必须保持干净无杂物，高于巷道03M，垫平放稳。13、巷道全风压供风量，必须大于此巷道扇风机的吸风量，以防发生循环风。14、局部通风机和巷道中的电气设备必须安设风电闭锁装置，当局部通风机停止运转时，能立即自动切断生产电源，巷道中一切电源只准人工复电。15、迎头临时停工时不准停风，掘进迎头因故停风时，必须由安监员、瓦斯检查员、班组长负责立即将人员撤到全风压通风巷道中，并在巷道门口设专人看守，设置栅栏，揭示警标，严禁人员入内。恢复通风前，必须先检查瓦斯，局部通风机和开关附近10M内风流中沼气浓度不超过05时，方可开动局部通风机，巷道内沼气浓度超过1时，必须由通风部门采取措施，排放瓦斯，方可正常开动。16、为了保证迎头风量，风筒所有接头要采用反压边。使用的风筒必须阻燃、抗静电，并有煤安标志。风筒吊挂要平直，逢环必挂，不得挤压或损坏，转弯处要圆滑，迎头及各工作地点的人员，都要爱护通风装置，严禁随意断开风筒。17、任何人不得随便停风，如果有特殊情况，必须经调度室、通风队批准后，撤出人员，设好栅栏后方可停风，恢复通风执行第15条。18、瓦斯检查员，必须经培训考试，有合格证的人员担任，当瓦斯浓度达到1时，停止电钻打眼，放炮前后必须检查瓦斯浓度，放炮地点周围20M范围内，瓦斯浓度达到1时，停止装放炮。当掘进工作面风流中瓦斯浓度达到15时，电动机或开关附近20M内风流中瓦斯浓度达到15时，必须停止工作、撤出人员，切断电源进行处理。19、迎头每班检查瓦斯不少于两次，并严格执行“一炮三检”制度，瓦斯浓度超限时不准装放炮。二、防尘管理1、安设进风流中的净化水幕，距迎50M处。人力扒装的迎头，要在迎头处设放炮远程水幕（无压风的除外）。所设的水幕均必须达到构件齐全，灵敏可靠，覆盖全断面，并使用正常。2、迎头必须湿式打眼，按规定使好水炮泥，扒装洒水，放炮前后必须洒水灭尘，放炮喷雾，用高压水冲刷巷道周帮，净化风流，个体防护等综合防尘措施。3、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。4、迎头安装喷头，实现扒装喷雾。扒装前对岩堆洒水。5、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。6、掘进迎头的进风口混合风流处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。7、迎头安装风水联动爆破喷雾，爆破时降尘。8、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。9、防尘管路必须接至迎头，每100M设三通一个，以便及时降尘。三、防火管理水仓巷道掘进，采用风钻打眼，架棚支护，爆破喷雾尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。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、加强顶板管理，严格执行敲帮问顶制度。工作前，班组长必须对工作面安全情况进行一次全面检查，确认无事故隐患后，挂牌上岗，方准工人进入工作面。工作中，特别是放炮后，每个工作人员必须经常认真地检查工作地点的顶帮围岩、支架等情况，发现不安全因素立即进行处理，正常情况下，每隔15MIN检查摘松一次顶帮。摘松时，必须一人照明，一人操作，并站在安全地点，使用12M以上的长柄工具，预先清理好后退路，撤出无关人员。2、掘进工作面严禁空顶作业。最大控顶距架棚巷道不得超过一个棚距加02M，靠近掘进工作面10M内的支护，施工前必须检查加固整理。3、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶，清除危岩、排除隐患。4、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。5、严禁使用不符合规定的支护材料不符合作业规程规定的棚腿、铁棚顶和劈杆、引板等配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲的棚顶。腐烂严重的木棚腿。6、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，并由外向里检查顶板、架棚等情况，经加固好棚子后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。7、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小棚距距为06M，打眼深度不超过08M。8、架棚支护时架棚前，班组长必须组织人员进行敲帮问顶，并检查围岩滑纹情况，用长柄工具摘掉活石，再进一步把原迎头的棚子重新加固，必要时可根据情况支设临时柱子，控制好顶板及两帮。扒腿窝时，要注意两帮岩石松动情况，要一人扒腿窝，一人观察顶帮岩石，发现不安全因素时，要立即停止工作进行处理，处理好安全后再进行工作。9、所支棚子必须用劈杆足顶，劈杆两端头并用引板加紧加牢，遇顶板破碎时，可密排劈杆。冒落较大时，要用上下面见锯料，架“井”型木垛足顶，木垛各层必须垂直并平行，接触顶板后用引板加牢，所有的支架腿窝要落在硬底上，并要有腿窝（腿窝深度不小于50MM）。如底板松软时，必须穿木鞋（木鞋规格为30030060MM）。10、所有支架必须迎山有力，撑棒齐全，平棚两腿切力一致。迎头100M内所有支架，每架要打齐4条撑棒（每帮棚档内棚顶的两端、棚顶以下02M处的棚腿各一条），且打成一条直线，靠近迎头的前5架棚子，每架要打上4个抗棚镢子（每帮棚顶、棚腿各一个），迎头前10架棚子，必须用联棚器连接牢固。联棚器每条长度不低于55M，用直径2寸的钢管制作，联棚器与棚腿的连接用专用锚链，不准用钢丝绳批代替，且必须点点加牢。倾斜巷道架棚时，每竖上一条棚腿后都要及时在棚腿上下方各打一个铁路镢子抗住棚腿，防止棚腿溜倒伤人。11、如顶帮空距较大时，必须打木垛足顶加牢。打木垛前，撤出迎头与打木垛无关的人员，预先清理好后退路，打木垛必须首先检查顶板及支架安全情况，摘松顶帮活石，确保安全后再进行打木垛工作。打木垛时，要一人操作，一人递料，一人照明观察顶帮情况，顶垛打成井字形，打边垛时应两边同时打，由下而上层层加高，若棚顶以上高度过大时要制定专门控制措施。12、无论是新开门口、开宽松上、起底、整理更换支架、替换棚腿等时，都必须严格执行“先支后回”。首先在原支架的棚梁下或档内支设临时支架，加固牢固，认为确实能起到作用后再用长柄工具漫漫松动小杆，然后回掉需要处理的支架，整理棚时要逐架进行，一次回一架棚，严禁多回棚。13、开门口使串梁时，必须由上向下、由外向里逐架进行。根据门口施工大样图，首先使好门抬棚，然后，每开够一个棚档，必须及时使上一条串梁，串梁的一端搭在门抬棚上，搭接长度不低于03M，另一端棚腿必须支牢，串梁上必须用劈杆加实加牢。门口开出后，要将抬棚顶与所抬的串梁用钢丝绳批连接牢固，将抬棚与门口两端原巷道不动的棚腿用钢丝绳批连接牢固，并用长板头打好撑棒，撑棒的一头撑在抬棚顶上，一头撑在另一端的棚腿上，抬棚顶的两端头各一条撑棒。门口处巷道较宽，无法打撑棒时，必须根据现场实际采用锚杆或锚锁梁将抬棚固定牢固。14、在互换棚梁或回棚工作中，要派人前后站好岗，不准通车或行人，以防发生意外事故。15、在上下山使棚时，工作地点下方不得有人行走或逗留，并要用循环铁路镢子跟迎头，控制棚子不少于五架。16、处理顶板高落时，应首先从巷道两边同时由上而下（由外向里）打好边垛，然后再架顶垛，架垛时要一人操作、一人递料、一人照明观察顶板动静，在架垛前应先清理好后退路，打木垛必须由经验的老工人操作，班组长亲自指挥，并备有长柄工具。17、棚子架完后，再检查中、腰线是否正确，有无前倾后仰、皮楞错牙等现象。棚腿扎角是否够数，是否有藏露、超步高吊等现象，如有不合格要及时处理，达到合格。并将巷道矸石清理干净。18、巷道压力大需扩修、换腿、换顶、落底、扒水沟时（1）必须保证后退路畅通，要清理好后退路上的一切障碍物。（2）必须在回棚的棚梁下（棚档内）支设23棵间木柱，顶板不好的要架设临时棚子，再在临时棚下设2棵间木柱，施工时，必须有专人照明观察顶板，专人作业。（3）回棚时，必须用长12M的工具，工具要完好。用锤回棚时要砸正，不准砸皮击楞。19、棚子要使正，不允许前倾后仰、偏肩、错牙，扎角要符合要求。20、抬架棚料时应统一指挥，叫应好，用力一致，防止失手伤人。21、梯形断面架棚支护巷道开门口，或由其他支护改为梯形棚支护，必须由外向里逐架支设。第一架若无法和后边支架相联时，必须采用34棵180MM优质圆木为点柱作为临时柱，临时柱均匀布置在空顶区，柱子上端支在顶板上并用引板加紧，下端支在实底上并有不少于100MM深的柱窝，在临时柱掩护下，将第二架棚的肩窝腿窝处理好，待第一架加牢后，立即使上第二架并迅速用劈杆将两架棚背帮背顶加牢。22、更换整理巷道支护时，必须严格执行“先支后回”制度，严禁空顶作业。撤除原有支架前，必须采用临时支护措施，架棚巷道换腿时，必须使临时抬棚或打间柱；换棚厢时，必须在所换棚顶前后各3架棚顶下每架棚分别支打2棵间木柱（或油压柱），所使临时抬棚或间柱必须落到实底，支护有力。特殊情况，另行编制措施。第四节机电管理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10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