1172专用回风巷掘进作业规程(u钢架棚)

1172专用回风巷掘进作业规程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1172专用回风巷。二、掘进目的及用途目的解决1172回采工作面通风系统；用途1172回采工作面回采时，满足其通风、行人、运输、管线敷设的要求。三、巷道设计长度和服务年限1、巷道设计长度314M2、服务年限3年。四、预计开工竣工时间本掘进工作面自2012年3月份开工，工程预计2012年6月份完工。第二节依据1、水城县阿戛乡捡材沟煤矿是省煤管局批准的变更技改矿井，由盘江煤电集团煤矿研究设计院，本工程为设计中准备工程。设计说明书及批准时间设计说明书名称为开采方案设计说明书，批准时间为2010年7月。3、地质说明书及批准时间地质说明书名称为生产地质报告，由贵州地矿局113大队编制，批准时间为2008年4月。4、矿压观测资料该巷道距地表浅，从回风平巷、1172回风巷道比较观察，围岩压力较小。二二二地面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地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。表1井上下对照关系情况表水平、1368M水平工程名称1172专用回风巷地面标高/M14801560井下标高/M13681375地面相对位置建筑物及其他。地面相对为灰岩山坡，植被、树木稀少，无建筑和河流公路等设施，无水体。井上相对位置及掘进巷道的影响无邻近采掘情况对掘进巷道的影响无附井上、下对照图（12000）、煤（岩）层赋存特征1、煤层矿区内含可采煤层K17、煤层，总煤厚2M，煤层走向N335，倾角1531，详见煤层特征见表2。表2煤层特征情况表指标数值备注煤层厚度（最大最小/平均）/M1232/22煤层倾角（最大最小/平均）/（）1530/225层间距（最大最小/平均）/M264/13煤层硬度/1415煤层层理中等发育煤层节理中等发育自然发火期/D自燃倾向属三类（不易自燃）绝对瓦斯涌出量/（M3/MIN）11M3/MIN煤层突出危险性无突出危险煤尘爆炸指数有爆炸性地温/24瓦斯含量/（M3T1）113地压小二、煤层顶、底板情况表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石类别硬度厚度/M岩性特征基本顶粉细砂岩、砂质泥岩670致密、坚硬直接顶细砂岩65性脆顶板伪顶炭质页岩301灰黑色直接底粗粉砂岩440吸水膨胀，局部夹泥岩底板基本底细砂岩680性脆附图1煤岩层综合柱状图层围岩柱状图表真厚（M）柱状图煤（岩）性特征K1煤层顶板820K1煤层顶板，浅灰色细砂岩与砂页岩互层，其中1煤层上部有一层泥质砂岩，为1煤层的伪顶，厚约01M，其直接顶厚12米，一般随采煤工作的进行而容易跨落，1煤层的老顶较稳定，为砂页岩互层，一般厚度为616米。K17煤层，玻璃光泽，容重135T/M3在井田范围内较稳定，为该井田内的主采煤层。K17煤层52341K17煤层底板，其直接底为泥岩与砂质页岩，厚度一般为312米。K17煤层底板312K22煤层，厚度不稳定，在井田内局部地段不出露。K22煤层51380K22煤层，在井田范围内出露，厚度不稳定，多有夹矸。K22煤层底板28K23煤层底板，与K22煤层的层间距较小，在井田范围内一般为28米。K23煤层2436K24煤层，在井田内为主采煤层，玻璃光泽，容重为135T/M3；内部含有夹矸，上部与煤层的层间距较小。K24煤层底板1220K24B煤层K24B煤层底板K24B煤层底板，为砂岩、砂页岩互层，夹带粘土岩，遇水易膨胀，造成巷道底鼓。K24B煤层，在井田范围内厚度不稳定，灰分较高。第三节地质构造矿区处于格目底向斜东南翼近轴部，呈SENW的单斜构造，但区内煤层倾角变化较大，岩层倾角南翼缓北翼陡，多在1535之间。矿界范围内有多层断条即F8、F9、F10、F30、F55、F61、F66、F67、F69。F8为逆断层走向344350,倾向南东，倾角5570；F9为逆断层，断距2070M，走向南北，倾向西，矿区内长约300M左右；F10为逆断层，走向近南北，断距70130M,倾向西，倾角7050。该巷距最近的F8断层有100米，预计受影响不大。表3断层情况表编号断层名称断层性质走向/（）走向长（M）倾向倾角/（）落差（M）对工程的影响1F8逆断层3443552200西55/70607不大2F9逆断层3343851600西40/436020无3F10逆断层3163773400西65/769080无4F30逆断层3701050西634516无5F55逆断层370450西62408无6F59正断层374450西565245无7F61正断层370420西594845无8F66逆断层373300西562015无9F67逆断层370300西65/753010无10F69逆断层363450西70307无四节水文地质1、该面K煤层直接顶为砂质泥岩，基本第顶为粉细砂岩及砂质泥岩，受地质构造作用，局部砂岩裂隙发育并含少量的砂岩裂水，以静储量为主，预计对生产影响较小。2、根据邻近掘进巷道水文地质情况，预计该面掘进时无明显涌水量，仅在个别裂隙或断层口上出现淋水现象，正常涌水量002M3/MIN。第三章巷道布置及支护方式第一节巷道布置1172专用回风巷在回风石门内，距回风口M处开口，按方位角3、坡度按掘进，遇煤时沿顶布置，直至掘进M,再按方位掘进至与回风贯穿。总工程量为3M。附图21172专用回风巷布置图。第二节巷道支护设计一、巷道断面专用回风巷采用型钢棚支护，断面毛90,净78,宽净30M，净高27M。附图3巷道支护断面图。巷中线型钢棚支护断面图水沟203风筒风水管监控线毛断面净断面二、支护方式、永久支护采用U型钢棚支护作为永久支护，支架梁、腿接口要吻合，两帮、顶用网、竹笆、木皮板背实打牢，棚距700MM，每架棚木皮板不少于24块，顶帮空处用废、木杂树和竹笆打实背严密；腿柱要落在实底上，如遇底板松软，必须垫上木垫板，柱窝深不小于300MM。（2）临时支护在顶板悬露较宽的地点，都必须使用前探梁。前探梁的材料有钢管、工字钢、轻型钢轨等。用一梁二环或一梁三环，拱型金属支架一般用卡拴式；（三）质量标准与检验质量标准与检验见表7。表7质量标准与检验检查项目设计值质量标准1、巷道净宽/MM腰线宽3000主要巷道030MM一般巷道3050MM2、巷道净高/MM全高2700主要巷道1030MM一般巷道3050MM3、水平巷前倾后仰/01M垂线前倾后仰不大于14、倾斜巷迎山角/13仰山角1，不得退山。5、撑（拉）杆3个位置、数量均符合设计要求，全部背紧、背牢。6、背帮背顶严密紧符合设计要求，全部背紧、背牢。基本项目7、柱窝深度或底梁铺设/MM300MM柱窝挖到实底，否则必须铺设底梁；深度不小于设计30MM。1、支架间距/MM700MM30MM2、支架梁扭距/MM0100MM3、支架梁水平度/MM050MM4、立柱斜度/02允许偏差项目5、棚梁按口离合错位/MM05MM第四节支护工艺1、施工顺序安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）打眼放炮敲帮问顶架设前探梁（或打带帽点柱）出煤架棚背顶背帮打木撑子收尾整理工程质量。2、掘进落煤、出煤，掘进循环进尺700MM。3、架棚前1）安设前探梁在后面牢固的支架梁上套上四个铁链环，将两根长工字钢梁穿过链环，平行放置，长钢梁在环中的间隙不能过大，以便于移动和固定为宜。2）棚梁安设将梁放在前探梁上，伸出前探梁至迎头，根据棚距和中线移动棚梁至合适位置，用木楔固定前探梁，用木皮板、竹笆打实背好棚梁顶部。4、架棚1、工艺流程挂放中、腰线挖柱窝立棚腿上棚梁加固背板（充填）。2、根据中线及设计棚距大小找出柱窝位置，再按中腰线把柱窝深度挖够。3、在柱腿上画出腰线所在位置，把立柱放在柱窝内，使柱上腰线和帮上腰线一致。4、用拉条固定立柱以免倾斜。5、检查支架的垂直度和扭斜度，超过质量标准规定的允许误差范围时要调整，根据顶梁中间放下的垂线和两立柱脚之间连线的水平间距，就能知道支架是否垂直，根据巷道中线和两立柱之间连线是否垂直，就能知道支架是否扭斜。6、背帮、背顶上背板时要一块，填一块（把背板和岩帮之间空隙用木料背紧或全部用岩石填满）并且要目测检查背板是否平整，背帮时应两侧是否对称。7、棚子与棚子之间应用属拉杆通过螺栓夹板等互相紧紧拉住或打入撑柱撑紧，来加强支架沿巷道轴线方向的稳定性。5、技术要求1、水平巷道支架的前倾、后仰偏差1（1米垂线不大于17毫米）2、倾斜巷道支架的仰山角偏差10，不得退山。3、撑（拉）杆和垫板的安设应符合设计要求。4、背板背板间距不得超过300毫米，背板要背紧背牢，背板排列位置按设计要排列整齐。5、支架柱窝深度或底梁铺设应符合以下规定柱窝挖到实底，底梁铺设在实底上，其深度不小于设计30毫米。6、支架棚距必须按设计要求安设，棚距30毫米,扭距小于50毫米。6、支护材料每米用量U型钢棚142架、竹笆18块、木皮板36块、撑（拉）杆45个、卡缆6个、木鞋垫板28块。施工中材料堆放在工作面20M外，分类码放整齐，并挂牌管理。第四章掘进工艺第一节施工顺序1、采用钻爆方式掘进。2、首先完善通风系统，按设计要求，安装好局扇，接好风筒至开口处；接好风水管路以及运输系统到位。3、准备好各种支护材料。开门前，必须对开门口左右两面侧各10内巷道支护检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。4、根据技术部门给定的开门位置，标定中线，施工队严格按线沿顶掘进施工。第二节掘进作业一、岩巷采用打眼爆破的方法破岩。1、打眼机具采用YT2324型风钻打眼,风源来自地面压风机房。2、装载、运输施工中采用P15B型耙装机装岩（煤）、1T矿车运输,人力推车至在面倒矸。3、降尘方法湿式打眼、水泡泥装药、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。二、煤巷采用打眼爆破的方法落煤。1、采用ZQS30/25型气动煤钻、42MM、16M麻花钻杆打眼。2、装载、运输采用人工装煤，人力推车，1吨固定式矿车运输。第三节爆破作业一、岩巷掏槽方式为楔形掏槽法。1、炸药、雷管选用煤矿许用乳化炸药，毫秒电雷管。装药量、雷管消耗见炮眼排列及装药量表，预期爆破效果表，爆破原始条件。2、装药结构采用正向装药。3、起爆方式起爆使用100型发爆器全断面起爆,联线采用串联方法4、巷道采用光爆锚喷向前掘进,根据围岩硬度周边眼距定为350MM400MM,抵抗距为500MM。周边眼距与抵抗距之比直,在硬岩中取0708为宜,而在软岩中取0608为宜。周边眼全部预留光爆层,炮眼利用率为100,残眼率达到60。5、放炮地点远距离放炮大于300M或到风井平硐外左右侧10M处。附图炮眼布置及三面投影图炮眼布置图2、爆破说明见表1172专用回风巷爆破说明书装药量角度联线方式序号名称眼号眼深/M眼距/M单孔装药量眼数总装重量（KG）水平坚直雷管（发）段位1掏槽眼16141004562772612二圈眼71312060372190923周边眼17331204015172558181153串联4底眼1416120604531359081735水沟341204510458113合计349134说明1、每节药重按015KG克计算，每循环进尺10米，耗药181KG，若遇硬岩，可适当增加药量。不同厂家的药不准混用。2、本巷道采用全断面一次起爆。采用毫秒雷管引爆，不同厂家的雷管与其他雷管不准混用。3、严禁一次装药分次放炮。4、放炮地点采用远距离放炮，人员均撤到1368联络巷进风石门风门以外的安全地点。第四节装载与运输一、装载巷道掘进施工中用P15B型耙装机装矸,机身前方应设有照明灯,耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000MM以上,尾轮用钩挂在固定楔上,固定楔长度600800MM,固定楔孔深不小于800MM,眼距不小于1M。耙装机用4个卡轨器固定牢固，耙装机距工作面最大距离为20M,最小距离6M。二、运输运煤矸工作面铺设15/M单轨道，使用1M3的固定式矿车,人力推车至轨道下山上车场,经提升至下车场,蓄电池车拉到地面。第五节管线及轨道敷设一、管线风井平硐管路敷设在人行道一侧，风管固定在腰线以下04M处，无漏风现象。水管固定在腰线以上02M处，接口严密，不得出现漏水。水管距工作面20M范围内使用一寸胶管、20M外使用一寸铁管,要随工作面及时延长,保证工作面正常用水。、风筒敷设在人行道另一侧，风筒吊挂在腰线以上04M处,风筒口距工作面不得超过5M。电缆线设在非人行道一侧。电缆钩固定在腰线以上08M处,每隔3M一个,电缆垂度不超过50MM。二、轨道掘进时铺设18KG/M的轨道,轨枕600MM,枕木规格（长宽厚）为1000MM150MM120MM,轨枕间距不大于08M。轨道构件齐全、紧固有效，轨道距工作面为620M。第六节设备及工具配备表设备及工具配备序号设备工具名称型号规格功率/KM单位数量备注1局部通风机N05/27515台2备用一台2风动锚杆机MQT85J31部2备用一部3耙装机P15B15台14风钻YT2324部2备用一部5风镐GT10P部16照明综保BKZ44KVA台17力矩扳手把16、放炮地点采用远距离放炮，人员均撤到1368联络巷进风石门风门以外的安全地点。附炮眼布置图、装药结构图、爆破说明书、预期爆破效果表。25030顺层煤巷炮眼布置图509065312412678116048、91、372、45、61052药卷引药水炮泥黄泥雷管脚线掏槽眼眼深/M眼名眼号炮眼布置说明书底眼周边眼装药量单孔小计起爆顺序联线方式装药结构筒数个质量KG筒数个质量/145902串联正向装药6048163759合计2说明1、每筒炸药重按02KG克计，每循环进尺14米；若底板遇岩石，应适当增加药量。不同厂家的药不准混用。2、本巷道采用全断面一次起爆。采用毫秒雷管引爆，不同厂家的雷管与其他雷管不准混用。3、严禁一次装药分次放炮。1495M循环进尺炮眼利用率数量单位名称预期爆破效果表循环爆破实体岩石每立方煤体炸药消耗量每米巷道消耗炸药量每循环炮眼总长度KG/038672每立方煤体消耗雷管量个每米巷道消耗雷管量个注循环进尺根据巷道顶板完整性而定，顶板完好则取最大循环进尺14M，若顶板破碎则取最小循环进尺07M。第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织严格执行现场交接班制度，采用“三八”工作制，所有职工必须经培训合格上岗，见表。锚网喷支护劳动组织表出勤人数/人工种一二三计备注班长1113打眼爆破工2226装煤推车工3339支护工3339绞车工（或开溜工）3339维修工11合计13121237第二节作业循环为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，尽量做到交叉进行、平行作业,充分利用工作时间，提高工时利用率。表10正规循环作业图表工序时间/MIN12345678交接班30安全检查30打眼放炮90吹散炮烟30架棚150背帮背顶120运料150出煤150收工整理30第三节主要技术经济指标主要技术经济指标见表11。表11主要技术经济指标表项目指标备注巷道设计长度/M400巷道断面/M262巷道支护种类11工字钢架棚圆班出勤人数/人37循环进度/M14循环率/90每日计划循环数/个5日进度/M70工效/（M工1）017每米炸药消耗/（KGM1）286每米雷管消耗/（个M1）86竹笆消耗/（块M1）9工字钢支架消耗/（架M1）142杂木棍消耗/（根M1）33撑木消耗/（根M1）9木垫板/（块M1）28第六章通风管理一、通风方式及供风距离矿井为中央并列抽出式通风方式，风井安装两台FBCDZ17A型轴流式通风机，功率752KW，风量289538M3/S，一台工作，一台备用。本巷道采用压入式通风，局部通风机安设在1300运巷风门外的新鲜风流中，最长供风距离为450M。二、通风系统新风主平硐1300运巷局部通风机及风筒工作面。泛风工作面专用回风巷1368M回风平巷风井。附图7通风系统图。三、风量计算1、按同时工作的最多人数计算Q4N41560M3/MINN为工作面同时工作的最多人数。2、按瓦斯涌出量计算Q100QK1001116176M3/MINQ为参照贵州省煤炭管理局黔煤生产字20081504号对六盘水市煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复文件,测定1102运输巷掘进期间绝对瓦斯涌出量为11M3/MIN。K为瓦斯涌出不均衡系数,取16。3、按一次性消耗炸药量计算Q25A254100M3/MIN25每公斤炸药爆炸产生的有害气体所需要的稀释风量。M3/MIN4每次放炮炸药消耗量。KG3、按风速验算根据上述计算结果，选取最大值Q176M3/MIN作为验算依据。1）按最小风速验算Q掘小15S156293M3/MIN176M3/MIN。2）按最高风速验算Q掘大240S240621488M3/MIN176M3/MIN。式中Q掘小掘进工作面允许最小风速风量M3/MIN。Q掘大掘进工作面允许最大风速风量M3/MIN。15允许最小风速系数，02560秒。240允许最大风速系数，460秒。S掘进工作面断面62M2通过验算，符合煤矿安全规程规定。四、局部通风机扇选型根据风量计算，工作面需风量176M3/MIN，百米漏风率按2计算，设计通风距离450M，则局部通风机供风量应大于192M3/MIN，选用FBDN06/152型局扇，功率为152KW，吸风量为365260M3/MIN，配直径600MM胶质阻燃风筒向工作面供风，另备用1台同型号的局部通风机搭不同电源，并用三通风筒连接切换。能满足供风要求。五、通风设施1、在1300进风巷内构建两道牢固的正向风门，风门之间的距离不得小于4M。2、风门墙垛可用砖、料石砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度不小于02M，墙垛厚度不小于08M。3、通过风门墙垛的风筒、水沟等，必须设有逆向隔断装置。4、正向风门要连锁，防止两道风门同时打开，造成风流以短路。第七章主要生产系统第一节运输系统一、运煤系统工作面采用1吨固定式矿车运输、人力推车，由于巷道按中线沿顶掘进，预计存在一定的起伏，因而考虑数台114的调度绞车对拉，减轻推车体力消耗。掘进100M后，应采用皮带、刮板运输机运煤。工作面1171机巷主平硐皮带地面煤场。、运料系统运料路线地面料场副平硐机车拉入1300运巷1171机巷工作面。第二节供电电源来自地面配电房2号开关框，一趟为动力电源，供绞车、钻机、煤电钻等使用；一趟为局部通风机专用电源。入井电压均为660V。附图供电系统图。第三节排水矿井为平硐开拓，巷道设计有5的流水坡度，工作面涌水由上至下直接从巷道水沟流出到地面。排水系统工作面17机运下山1300运巷主平硐地面。第四节通讯和信号一、通讯本工作面安设程控电话，能够通过拔号直接与矿调度室、地面通风机房、队值班室以及与井下各施工地点、硐室相互联系。二、信号1172机巷内安装有数台皮带、刮板运输机（或近似平巷的调度绞车）。信号规定一停、二开（拉）、三倒（放）、乱点为事故点。司机必须持证上岗，不得擅自离岗。第五节压风风源来自地面压风机房，空压机房设有JG75HA型螺杆式压风机2台，流量125M3/MIN、功率75KW，一台工作，一台备用。地面风压为08MPA，迎头风压不小于06MPA。压风系统压风机副平硐1300运巷1172机巷工作面。第八章安全保障措施第一节综合防尘工作面放炮后、装煤矸前必须洒水喷雾，正常使用，并及时清除浮煤。距迎头50M范围内安设1道净化水幕。防尘系统风井水池回风平硐运输下山1337石门工作面。第二节防灭火防灭火管路与防尘管路共用。防灭火系统风井水池回风平硐运输下山1337石门工作面。第三节防治水1、根据水文地质情况，该巷道掘进涌水量小，附近也无采空区影响，主要是防止断层水的危害。矿通风部成立了专门的探放水队伍，配备有2台YDZ650型钻机进行探放水，并保留不小于20M的钻孔超前距离。2、断层水1172专用回风巷17机运下山1300运巷副平硐流出。第四节安全监控矿建立了KJ101型安全监控系统，有专人全日制值班。1、掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器，T1距迎头小于5M，T2距汇风点1015M。1337石门内局扇安设1台开停传感器，风门安设1组开关传感器。2、断、复电瓦斯浓度及断电范围、1、断电值T108CH4，T208CH4、2、断电范围T1、T2本掘进工作面巷道内所有非本质安全型电气设备、3、复电值T108CH4，T208CH4。、4、报警值T108CH4，T208CH4。3、监控设施管理措施（1）甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300MM，距巷道侧壁不小于200MM。（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他损坏。（3）甲烷传感器有监控人员标校，每7天用标准气样标校一次，日常若有故障、误差等，应及时处理。（4）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护。严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。（5）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。（6）掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。（7）洒水灭尘时，严禁将水洒到传达感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。第五节瓦斯抽放矿井在风井地面处建立了永久性抽放泵房，安装有2台2BEA303型水环式抽放泵，额定流量为51M3/MIN，功率75KW，极限压力33HPA；抽放管径200MM。抽放管敷设路线抽放泵房总回风平巷专用回风下山1172机巷迎头。支管路每30M开一个三通口，可对迎头和采煤工作面揭露部分实施超前抽放。钻场抽出瓦斯1172机巷专用回风上山总回风平巷抽放泵房排空。第九章安全技术组织措施第一节施工准备1、施工前，由施工队负责人负责组织，技术人员传达贯彻作业规程及相关措施。并进行考试、签字，合格后方可下井作业，不合格人员必须补考且合格后再下井作业。2、施工前，地测部门必须提前给出开门位置，标好中线，施工单位严格按线施工。3、开门前必须对支护和环境进行检查加固和清理。4、开工前必须经相关职能部门检查同意后，并且持有获批准的开工报告方可施工。第二节一通三防一、通风管理1、工作面局部通风机安设位置按图所示，通风人员应在现场标定，该处进风量不小于局部通风机的吸风量。局部通风机及其开关安装位置距回风口不小于10M，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器；风机必须置于专用架上，并且距底板的高度不小于03M。两台局部通风机必须错开一定距离，且严禁安设在一条直线上。局部通风机吸风口10M范围内的进风巷严禁堆放杂物。2、局部通风机供电必须“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁”，施工单位每天对“风电闭锁”进行检查；掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”，监控部门每天对其进行检查，并有记录可查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。3、局部通风机必须保证正常运转，由该工作面瓦检员专人管理，其他任何人不得随意停开局部通风机。4、因检修或其他原因需要停电时，停电单位必须提前一个小班提出书面申请，并经矿生产调度会、相关单位签字同意后，方可按申请规定停其中的一路电源，当两路电源必须同时停时，施工单位必须提前通知通风部、机电队编制排放瓦斯措施及停送电措施，并经矿总工程师组织相关单位会审后，方可由施工单位提出停电申请。5、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须检查瓦斯，只有停风区中最高甲烷浓度不超过1和二氧化碳不超过15，而且局部通风机及其开关附近10M范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过05，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。6、停风区中甲烷浓度超过1或二氧化碳浓度超过15时，最高甲烷和二氧化碳浓度不超过3时，瓦斯检查工必须汇报矿调度室和矿总工程师，撤出停风区正常通风回风流巷道中作业人员，切断回风流经过巷道的所有非本质安全型电气设备电源。请示矿总工程师，经同意后，方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超1的限量原则进行排放，排放时通风部长必须现场指挥。排放期间，安排专人检查第一汇风点瓦斯。7、停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3时，瓦斯检查工立即汇报矿调度室和矿总工程师，通风部必须编制安全排放措施，报矿总工程师批准后按措施规定处理。8、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏、揭示警标、禁止人员入内，并向矿调度室汇报。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3或其他有害气体浓度超过规定不能立即处理时，通风部必须在24H内封闭完毕，井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每小班至少检查一次。9、风筒接头要严实、无破口、无反接头。接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。10、风筒出口距工作面不大于5M，且迎头必须有两节备用风筒。11、通风组要加强工作面通风系统管理，确保通风系统稳定可靠。风机严禁出现循环风。12、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到08或二氧化碳浓度达到15时必须停止作业，切断电源，并采取措施进行处理。13、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到08时，必须立即停止作业，切断电源，并采取措施处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到15，回风瓦斯达到1时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，并采取措施进行处理。电动机及其开关安设地点附近20M范围内风流中的瓦斯浓度达到05时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，并采取措施进行处理。14、掘进工作面及其回风巷道内体积大于05M3的空间，积聚的瓦斯浓度达到2时，其附近20M范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。15、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到08以下时，方可人工手动复电。16、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到15时，必须停止作业，切断电源、撤出人员、汇报矿调度室，查明原因，并制定措施进行处理。17、工作面必须安排专职瓦斯检查工，经常检查工作面的瓦斯情况；瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作，切断超限区域内电器设备电源，并将人员撤到安全地点。18、掘进工作面施工时，迎头必须悬挂便携式甲烷检测仪，当瓦斯浓度超限时，立即停止作业。19、通风组必须安排瓦斯检查工对巷道内的抽放钻场每班检查、汇报次数不少于一次，发现问题要及时汇报，并采取处理措施。20、抽放组施工钻孔时，必须在施工地点悬挂甲烷便携仪。当瓦斯浓度超过上述规定时，必须停止工作、切断电源，汇报矿调度室；抽放钻孔施工结束后，必须及时合茬抽放，不用的抽放孔应及时封堵，严禁孔内瓦斯涌入掘进巷道。瓦斯超前抽放钻孔施工结束后，立即接管抽放，达到抽放效果后，方可允许掘进。严禁打钻与掘进同时进行。21、当工作面前方遇有地质构造带时，地测部门应提前20M向相关单位下地质预报，通风部、施工队接地质预报后，应采取加强瓦斯检查、调整钻孔的数量和参数、提高抽放、排放卸压效果等措施，防止瓦斯超限。22、“五位一体”过地质构造带管理“1）地测人员应经常深入井下，了解工作面的地质变化情况，掌握抽排区打钻遇到的构造情况，及时分析、总结、修正地质资料。2）生产单位班组长、队长、瓦检工、安监员要密切注意地质构造，当顶板、底板、煤层发生异常变化时，要及时向矿调度室、技术部门汇报。矿调度室要通知有关单位及人员制定针对性措施，确保过地质构造期间的安全。3）抽排区要严格按设计参数施工钻孔，瓦检工、安监员、生产单位的班队长要对打钻质量、打钻深度进行有效的监督；通风部随时组织抽查，发现问题严肃处理，并纠正。抽排区在钻孔施工过程中发现喷孔、顶钻等异常情况，要及时汇报矿调度室、通风部。4）监控部门要实行不间断的瓦斯监测，发现掘进工作面瓦斯涌出异常以及瓦斯浓度达到08时，要立即断电，并汇报矿调度室，查明原因。5）过地质构造异常带时，施工单位必须及时编制有针对性的安全技术措施，加强顶板管理，防止大面积片帮、冒顶。引起瓦斯超限。二、防尘管理1、掘进队必须定期对整个掘进巷道进行冲洗；每次放炮后和装煤前必须洒水降尘，巷道内喷雾装置齐全，正常使用，并及时清除浮煤。通风部在距工作面50M范围内安设1道净化水幕。2、通风部必须在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，水棚距工作面100200M，水量不小于200L/M2，水袋总数不少于20个；棚间距1230M,安设后要经常加水、维护，确保水量充足。3、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。三、防火管理1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必须密闭回收至地面，严禁随地泼洒。2、掘进过程中如发生冒顶，除需要架木垛或采取其他管理措施外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面通知通风组及有关单位做好防灭火工作。通风部应立即预设观察孔和措施孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度情况，发现异常，立即汇报处理。通风部应对发现一氧化碳或高温点的区域实行注水降温、注凝胶充填等措施，防止高冒区自然发火。3、任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报矿调度室。矿调度室在接到井下火灾的报告后，应立即按矿井灾害预防与处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班调度和在现场的值班矿长、队长、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。4、电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。5、在抢救人员和灭火过程中，矿值班调度必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘，其他有害气体和风向、风量的变化，同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。6、消防材料库存放黄沙不小于400KG，4个干粉灭火器。第三节顶板1、开口管理。1172运输巷从运煤下山1328M见煤处开口，开口前必须加固附近10M内的巷道支护，用双工字长钢梁抬好开门栌，长钢梁必须放置在原架棚的卡口内，两侧打上立柱牢固支撑。施工后根据顶板情况，采取点柱加强支护，5M内不放炮或点小炮掘进，以最小循环距离及时架棚支护。2、临时支护。A）严禁空顶作业，掘进巷道必须架设前探梁支护或临时支护。B）当顶板较破碎时，取最小循环距离07M使用前探梁支护；当顶板完整时，取最大循环距离14M，大于08M外必须使用带帽点柱进行临时支护，点柱两根，规格为直径16CM带帽点柱。3、敲帮问顶制度。必须坚持敲帮问顶制度，特别是进入工作面前和放炮后，班长或跟班队长必须对工作面顶底板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患方可入内。架棚前，必须由有经验的工人站在安全地点用长柄工具敲帮问顶，凿尽危矸、浮矸。4、每次爆破后,作业人员要等迎头炮烟被吹散、视线清楚后,先由爆破工、瓦斯检查员和班长首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、残爆情况,并由外向里检查顶板、支护情况,情况完好,作业人员方可进场作业。5、在实际施工过程中如巷道遇断层、破碎带或地质构造时要及时采取相应措施加强支护。6、架棚施工应符合下列要求（1）按中线施工，棚距及规格尺寸符合质量标准化要求。（2）架棚前必须敲帮问顶，撬掉活矸，使用前探梁控制好顶板，人员必须在安全可靠的支护下操作。（3）腿柱要落在实底上，梁柱接口要吻合，并放上木垫板。（4）架棚两肩要用木楔刹紧，防止松动。（5）背帮背顶要严密，并用杂木棍卡紧。（6）每根梁、腿柱打上不少于2个木撑，适当靠两端，打成一条直线。（7）架棚必须一架一架进行，一架未完工，不得施工下一架。7、在地质变化带施工时，要有专人观察顶板，空帮空顶处要用木子接顶或充填严实。8、巷道局部地段压力大，造成支架弯曲变形的，应及时组织更换、维修，按巷道维修安全技术措施执行。9、地质部门要及时提供顶、底板岩性资料，以便及时修改支护设计方案。10、巷道过断层、破碎带或遇地质构造时的顶板管理。（1）地测科必须在异常带前20米，下达通知单。（2）巷道过断层、破碎带或其它地质构造带时应重新编制专门安全技术措施。（3）巷道过断层、破碎带或其它地质异常带时，加强顶板管理，架棚应增加密度来加固顶板，接实帮顶，加强通风瓦斯检测，采取必要的防透水措施。第四节防治水1、水泱布置及规格水泱设在掘进巷道低洼处下帮，水泱的规格尺寸（长宽深）为15M15M10M木垛盘支护。2、泵水设施及选型掘进期间每一水泱处设1台风泵和1台4KW电泵，其中1台使用、1台备用，确保排水量不低于10M3/H。3、排水管路布置掘进巷道内布置一路3寸专用主排水管，接至1337石门水沟内。经水沟流出。4、掘进期间，加强采空区水文地质调查，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，发现有出水预兆时及时停头，并采取措施探放采空区水体。5、掘进工作面应根据最大涌水量配备排水设备，并确保排水系统畅通且能正常运行。6、排水管路的连接及管路的日常维护、闸阀的清理和更换要及时。7、各排水点（水泱处）要有2台泵交替使用，并有1台完好的备用泵，所有排水泵用软管与主排水管路连通，连通处设闸阀。8、水泵司机现场交接班，每班交班前必须对所负责的排水系统巡视一遍，一旦发现异常情况，必须立即向矿调度所汇报，以便组织有关单位迅速采取措施进行处理。9、坚持“有疑必探，先探后掘”的规定。10、发现异常征兆时，必须采取处理措施，施工中发现有透水征兆，如工作面出现挂红、挂汗、空气变冷，发现雾气、水叫、顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，发现淋水、水色发浑有嗅味等异状时，必须停止作业，采取措施，报告调度所，如情况危急，必须撤出所有受威胁地点的人员。第五节爆破1、放炮员必须经过专门培训，取得爆破员资格证，方准放炮。2、严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制。3、只准使用煤矿许用雷管和许用炸药，严禁使用不合格雷管和变质炸药。4、雷管和炸药必须分箱存放，分别运送，火药箱应放在顶板完整牢靠避开电气设备的地方。火药箱要上锁。5、装配引药只能由放炮员一人操作，且避开人群一定距离，雷管脚线必须悬空，不得与任何金属物体或电缆相接触。6、放炮母线严禁有明接头，否则必须用黑胶布包扎好。放炮时母线要接在接线柱上并拧紧的方可充电放炮，严禁拧一根搭一根放炮。7、采用远距离放炮方式。放炮地点定在距迎头不小于100M，且距回风口不小于10M的进风侧风门以外。放炮时所有作业人员必须撤至放炮地点以外。8、发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，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或电力起爆接线盒内。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。9、放炮后炮烟没有吹散前，不得进入工作面。10、放炮不响时，放炮员先取下钥匙并将母线扭结成短路，至少等15分钟后，才能查找原因A、由于连线不良造成的瞎炮，经瓦检员检查瓦斯浓度不超限，可以重新连线放炮；如仍放不响，则按瞎炮处理。B、在距瞎炮03米处另打一平行于瞎炮的新炮眼，重新装药放炮。C、严禁用手硬拿死抠电雷管脚线往外掏瞎炮，严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼的方法往外掏炸药。D、瞎炮处理完毕以前，严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的工作。E、当班的瞎炮当班必须处理，确实不能及时处理时，当班班长、放炮员、安检员必须在现场向下一班的班长、放炮员、安检员交接清楚。F、装煤时发现瞎炮（一般在底部）应联线放炮一次，如不响，可以把脚线拧成短路塞在眼内，并在瞎炮地点作出标志，领钎工要特别注意，不要在瞎炮附近打眼，待打完底部眼时一起放炮处理。严禁用镐刨、手拉、水洗或风吹的办法处理。11、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、避开电气设备和导电体的地点进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。（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。（4）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。12、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06M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，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于06M，但必须封满炮泥。（2）炮眼深度为061M时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。（3）炮眼深度超过1M时，封泥长度不得小于05M。（4）炮眼深度超过25M时，封泥长度不得小于1M。（5）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于03M。（6）工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于05M，在岩层中最小抵抗线不得小于03M。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于03M。13、爆破母线和连接线应符合下列要求（1）煤矿井下爆破母线必须符合标准。（2）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、刮板输送机等导电体相接触。（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，特殊情况下，在采取安全措施后，可不受此限。（4）爆破母线与电缆、电线、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03M以上的距离。（5）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。（6）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。14、发爆器或电力起爆接线盒必须采用矿用防爆型（矿用增安型除外）。15、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。16、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。17、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到工作面的距离必须在作业规程中具体规定。18、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，安排一人到1337运巷与专用回风巷岔口处担负警戒，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接清楚。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。如有危险情况，必须立即处理。20、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，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5MIN；使用延期电雷管时，至少等15MIN），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。21、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，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。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03M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。（4）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。（5）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。第六节机电1、认真管理好各种机电设备，检修制度化，维护正常化。2、严禁电器失爆、失保，严禁带电检修、搬迁电器设备（含电缆），检修或搬运前必须切断电源，并用同电源电压相适应的验电笔验电，开关打到停止位置并加闭锁，并悬挂“有人工作，严禁送电”的停电牌。3、井下漏电保护；风电、瓦斯电闭锁，煤电钻及综合保护装置必须专人负责检修，确保其可靠。4、井下供电应做到“三无”（无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头），“四有”（有过流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置），“两齐”（电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐），“三全”（防搪装置全、绝缘用具全、图纸资料全），“三坚持”（坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电闭锁）。5、各类司机和机电工持证上岗。6、“五小”设备上板，电气设备上架。7、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验；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，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。8、井下任何人员严禁在井下私自拆卸矿灯。9、非专职人员或非值班电气人员不得擅自操作电气设备。10、井下电缆必须吊挂整齐，消灭脱钩，铁丝吊挂，埋压现象，杜绝电缆冷接头。11、施工单位要加强机电设备预防性检修，认真落实检修责任，按计划检修到位，保证机电设备正常运行。12、保证机电设备、备件的可靠供应，减少事故时间。13、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。第七节运输1、人力推车在巷道坡度小于或等于5时，同向推车间距应不小于10米，巷道坡度超过7时严禁人力推车。2、推车时要观前顾后，遇行人、拐弯处、过风门要放慢车速，并大声喊叫，通知前方人员闪开，下坡行车不准扒车和放飞车。3、斜巷运输坚持做到“行人不行车，行车不行人”，绞车基础要牢固，压车柱要打上有劲，“一坡三挡”齐全可靠，上下车场的声光信号灵敏可靠。4、行人绞车人行道侧，矿车距帮不小于08M，非行人道侧矿车距帮不小于04M，坡度大于20巷道的人行道侧应设梯子扶手。5掘进小绞车运输管理措施（1）小绞车运输必须做到“三好”（绞车设备完好，巷道支护好，轨道质量好）、“四有”有挡车器（倾斜巷道）、有地辊、有躲避硐、有声光兼备信号、“两落实”（岗位责任制度落实，绞车检修制度落实）。（2）司机必须持证上岗，严格执行操做规程，做到“五不开”（设备不完好不开，钢丝绳不符合规程要求或打结断丝超限不开，安全设施及信号不全不开，超挂车不开，信号不清不开）。（3）把挂工严格按照操作规程操作，做到“五不挂”（安全设施不齐全不挂，信号联系不通不挂，超车数不挂，重车装得不标准不挂，轨道有行人不挂），发信号前需要挂钩头、插销、保险绳等进行全面检查，确认连接正确无误后方可发信号开车，矿车插销严禁用木棍等代替品代用。（4）斜巷运输严禁蹬钩、扒车，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。行人斜巷必须在所有人员出口处悬挂醒目的标志牌，躲避硐内严禁堆积杂物。（5）小绞车的使用原则上是谁管谁使用，如因工作需要必