诚搏煤业公司朱家沟煤矿回风下山掘进作业规程

1、贵州诚搏煤业 朱家沟煤矿掘进作业规程编号：掘20132号 工 作 面 名 称： 回 风 下 山 掘 进 工 艺： 放 炮 掘 进 编 制 人： 罗 德 云 施 工 负 责 人： 朱 正 祥 通 防 科： 吴 德 银 机 电 副 矿 长： 朱 正 书 生 产 副 矿 长： 朱 正 祥 安 全 副 矿 长： 朱 正 开 地质测量工程师： 雷 声 财 采 掘 工 程 师： 唐 仲 义 通 风 工 程 师： 朱 正 阳 总 工 程 师： 罗 德 云 矿 长： 陈 长 永 批准日期：二一三年10月01日执行日期：二一三年10月5日目 录会审意见·····

2、···············································x第一章 概况··

3、;················································x第一节 概述

4、3;·············································x第二节 编写依据···&

5、#183;·······································x第二章 地面位置及地质情况········

6、;······························x第一节 地面相对位置及邻近采区情况·················

7、;·········x第二节 煤（岩）层赋存特征····································x第三节 地质构造·

8、··········································x第四节 水文地质······

9、83;····································x第三章 巷道布置及支护说明···········&

10、#183;··························x第一节 巷道布置·····················

11、3;·····················x第二节 矿压观测···························&

12、#183;···············x第三节 支护设计································

13、3;··········x第四节 支护工艺······································&

14、#183;····x第四章 施工工艺···········································

15、3;···x第一节 施工方法···········································x第二节 凿岩方式

16、3;··········································x第三节 爆破作业······&

17、#183;····································x第四节 装载与运输···········

18、83;·····························x第五节 管线及轨道敷设··················

19、83;···················x第六节 设备及工具配备····························

20、83;·········x第五章 生产系统·······································

21、········x第一节 通风·········································

22、;·····x第二节 压风···········································

23、3;··x第三节 瓦斯防治···········································x第四节 综合防尘·

24、3;········································x第五节 防灭火········&#

25、183;···································x第六节 安全监控·············

26、;·····························x第七节 供电···················

27、3;··························x第八节 排水······················

28、83;·······················x第九节 运输·························&#

29、183;····················x第十节 照明、通讯和信号···························&

30、#183;·········x第六章 劳动组织及主要技术经济指标·····························x第一节 劳动组织······

31、3;····································x第二节 作业循环············&

32、#183;······························x第三节 主要技术经济指标·················

33、···················x第四节 安全质量标准·····························&

34、#183;········x第七章 安全技术措施·······································&#

35、183;····x第一节 一通三防···········································x第二节

36、顶板··············································x第三节 爆破··

37、83;···········································x第四节 防治水·····&

38、#183;······································x第五节 机电··········

39、····································x第六节 运输·············

40、;·································x第七节 其他···············

41、3;······························x第八章 灾害应急措施及避灾路线·················

42、·············x作业规程学习和考试记录································x作业规程补充学习和考试记录

43、3;·····························x作业规程复查记录···················&

44、#183;··························x附图件：1、巷道布置图（比例） 2、通风系统图（示意） 3、监测监控布置图（示意） 4、避灾路线图（示意） 5、通讯及管线布置图（示意） 6、供电系统图（示意） 7、放炮站岗及撤人区域警戒布置图（示意）会审意见表参加部门签字日期参加部门签字日期会审意见：总工程师意见： 签字：

45、 日期： 年 月 日矿长意见 签字： 日期： 年 月 日第一章 概 况第一节 概述二采区回风下山主要用于全矿井负压回风系统、设计长度80m、坡度14度,服务年限10年、开工时间二0一三年十月六日，竣工时间二0一三年十二月三十日。附图：巷道布置平面图。第二节 编 写 依 据1煤矿安全规程2批准的习水县朱家沟煤矿储量核查报告3批准的习水县朱家沟煤矿开采设计方案(变更)4批准的习水县朱家沟煤矿安全专篇(变更)5现场实际情况。矿压资料和类比资料表明，地质应力较集中。6本矿各工种安全技术操作规程及有关安全生产管理制度、生产技术管理规定等进行编制。7、其他技术规范第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对

46、位置及邻近采区开采情况回风下山为我矿煤炭开采的主要回风巷道，布置于C12煤层中，在回风下山末端（+802m标高处）开口，负坡掘进（-14°）掘进，方位约为248°，施工约290m后落平，向南施工80m联络平巷与皮带下山连通形成全负压通风，总工程量290m。该巷道的施工煤（岩）层结构较简单；回风下山布置于C12煤层中，沿煤层顶板掘进，该巷道所穿过的煤（岩）层产状基本上在248°14°左右。岩层基本上为泥岩、炭质等。岩层产状变化不大，掘进过程中需加强围岩观测和顶板的支护与管理工作。C12煤层：产于龙潭组第二段(P2l2)底部，产状与围岩一致，呈层状产出，区内

47、出露连续，厚度稳定。该煤层厚度1.03m，平均m。煤系地层柱状见下图： 水平、采区一水平二采区工程名称回风下山地面标高+928m井下标高+730m地面的相对位置建筑物、小井及其他山坡荒地井下相对位置对掘进巷道的影响无影响邻近采掘情况对掘进巷道的影响无影响第二节 煤（岩）层赋存特征及瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸、地温回风下山布置于C12煤层中，沿煤层掘进，该巷道所穿过的煤（岩）层产状基本上在248°14°左右。岩层基本上为泥岩、炭质等。岩层产状变化不大，掘进过程中需加强围岩观测和顶板的支护与管理工作。C12煤层：产于龙潭组第二段(P2l2)底部，产状与围岩一致，呈层状产出，区内

48、出露连续，厚度稳定。该煤层厚度0.81.03m，平均0.9m。瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸、地温根据重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院于2011年11月提交的C12煤层煤尘爆炸性鉴定报告：C12煤层无煤尘爆炸性。根据重庆市煤炭质量监督检验站重庆地质矿产研究院于2011年11月提交的C5、C8、C12煤层煤炭自燃倾向性等级鉴定报告： C5煤层倾向性分类为类，即不易自燃煤层。煤与瓦斯突出：根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件黔安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，该地区为突出危险区域。因此本矿暂按煤与瓦斯突出矿井进行设计；

49、根据贵州省能源局黔能源发2011634号文件 ，习水县朱家沟煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复：朱家沟煤矿C12煤层在鉴定范围内(标高+730m1000m之内)无突出危险性。根据中国矿业大学矿山开采与教育部重点实验室2011年1月13日提供的习水县隆兴镇朱家沟煤矿C5、C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，朱家沟煤矿C12煤层在井田范围内+730m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性。故本矿井暂按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理， C12煤层在井田范围内+730m以上按无煤与瓦斯突出危险区域进行设计和管理。故运输下山布置在C12煤层中，故在+730m标高以上掘进不执行防突措施，但必须执行煤层

50、突出预测预报。由于围岩岩性总体较单一，所以未进行巷道围岩岩性的进一步划分。煤层特征情况表指 标参 数备 注煤层厚度（最大最小/平均）/m煤层倾角（最大最小/平均）/（o）14°煤层硬度f14煤层层理（发育程度）煤层较稳定，节理不发育煤层节理（发育程度）煤层较稳定，节理不发育自然发火期/d不自然绝对瓦斯涌出量/（m3·min-1）相对瓦斯涌出量/（m3·t-1）14.72煤尘爆炸指数/无爆炸性地温/oC15顶底板名称岩石类别硬度厚度岩性顶板基本顶泥岩或粉沙岩4-615m易垮落直接顶碳质泥岩2-42m易垮落伪顶碳质页岩1-2易垮落底板直接底粉沙质泥岩1-22m遇水易泥

51、化基本底粉沙质泥岩1-215m遇水易泥化煤层顶底板情况表地层名称层厚柱状层号煤（岩）层名称岩性特性描述备注C12第三节 地 质 构 造回风下山布置在C12煤层中，C12煤层顶板岩性为泥岩或炭质泥岩，根据已揭露主斜井及其相关巷道情况看，掘进区地质构造简单。地层产状变化不大，煤层较稳定，节理不发育。断 层 情 况 表（暂无断层）编号断层名称性质走向倾向倾角落差对工程的影响1逆断层附图：地质平面图、剖面图。有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井还应附瓦斯地质图。第四节 水文地质掘进区水文地质情况简单，本巷道上下均已揭露，涌水可能性极小，煤层及顶板中可能有裂隙水渗透，但对掘进施工无大的影响。在掘进

52、过程中必须严格执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的水害防治十六字原则和严格执行探放水措施。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置巷道布置：c12煤层中、水平标高+730+802m、工程量80m、坡度14度、中腰线、开口的位置+802、方位角248度。附图：巷道剖面图、巷道开口大样图。第二节 矿 压 观 测一、观测对象：掘进工作面的顶底板围岩变化情况及支架变化情况。二、观测内容：围岩变形、位移、顶底板破坏、支架受载及压缩。 三、观测方法：目测法 四、数据处理第三节 支 护 设 计 根据巷道围岩性质和矿压观测资料，结合现场实际情况选择科学的支护设计，确定巷道支护采用锚网支护形

53、式。采用解析法或工程类比法，或围岩松动圈分类法选用支护参数等。 附图：巷道支护平面图、断面图和临时支护平面图、剖面图。第四节 支 护 工 艺1、采用半圆拱型断面锚网喷联合支护或11#矿工钢拱形支架架厢联合支护。采用锚网支护时，锚杆柱排距分别为0.8m,锚杆规格18×1800mm；采用11#矿工钢拱形支架进行支护时，支架棚距为。掘进过程中碛头允许的最大空顶距不得大于，如遇地质构造带时空顶距不得大于。2、支架应与巷道坡度方向垂直，前倾后仰不得超过50mm。棚梁就垂直巷道中心线，其误差不超过100mm；棚梁接口严密合缝。棚梁必须架平严禁一面高一面低，两腿夹角一致，严禁一面夹角大，一面夹角小

54、。架棚时稍向工作面方向倾斜35 º；3、棚腿柱窝应见到实底，底软时应穿鞋，柱窝深度不小于200mm。两棚之间应用排材背帮揭顶严实。巷道顶、帮必须用矸石(煤炭)填实，棚距误差不得超过100mm。为防止放炮冲倒支架，架料间必须用衬杆衬紧。4、棚与棚间排花平行，排花与围岩间先用芭片铺设后再用矸石充满填实。5、为防止水平应力使钢棚搓动，棚与棚间应打撑木，撑木排距50cm。6、如遇底板破碎则须穿鞋，鞋的规格为150×150×10的铁板焊接在矿用工字钢上。矿工钢规格：11#；第三节临时支护形式及材料巷道临时支护采用锚杆支护、前探梁配合点柱支护，遇地质构造顶板破碎时，必须掺架并

55、缩小支架间距到或采用木支柱做临时支护，严禁空顶作业。前探梁布置示意图 最大空顶距平、剖面图第四节支护工艺进行锚网支护前，清除悬矸，待无悬矸后进行锚网喷支护，进行喷浆前，在巷道顶、帮用煤、矸充填或不燃材料充填结实，严禁空帮空顶。附图：巷道支护断面图。第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法巷道掘进严格按中腰线施工、钻眼爆破法掘进。煤矸石采用人工装运，人工装车，回风下山绞车提升至要+802m车场，组车后经副斜井提升绞车提升至地面。第二节 凿 岩 方 式 一、掘进机械巷道施工打眼使用YT-28型气腿式风钻或电煤钻打眼， 15段毫秒电雷管，三级煤矿安全许用炸药，KB-100型放炮器启爆。施工设备与

56、供电情况表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注凿岩机2台（1台备用）、YT-28221m³空压机1台，12×15KW局扇2台2ZDY-750型探水钻2台（1台备用）ZDY-7502 附图：设备布置图。第三节 爆 破 作 业正常时：安全检查清找悬矸打眼装药连线停电撤人站岗警戒启爆炮后间隙30min待炮烟吹散后检查工作面瓦斯浓度安全检查清找悬矸转运碛头煤矸运输架料二次循环作业文明生产。一、爆破参数的确定1单位岩体炸药消耗量(Kg/m3)和单位岩体雷管消耗量(发/m3)23，雷管消耗量取，发/ m3。2炮眼直径由于我矿使用炸药直径为32mm，为便于装药，故炮眼直径取38mm

57、。3炮眼深度由于本巷道布置在半煤岩层中，工程属斜巷施工，人工打眼，采用矿工钢架料或锚网喷浆进行支护，为了防止爆破崩倒支架，保证施工质量，决定采用浅眼爆破循环作业。预计炮眼利用率为80%，每循环进尺达到0.10m，炮眼深度为1.20m，现场应用的YT-28型气腿式凿岩机能满足此要求。4炮眼数目确定1)确定循环炸药消耗量Q=qSL××9.2(kg)2)炮眼数目：已知药卷直径为32mm的三级煤矿许用安全炸药，m=0.32m；p=0.3kg。取=0.3，得：N=25.726(个)式中：N炮眼总数，个； q单位炸药消耗量kg/m3,取g/m3 S掘进断面积m2，为m2； m每个药卷的

58、长度，m,为0.32m 炮眼利用率，=L0/L，为85%； a炮眼装药系数，取0.38 P每个药卷的重量kg，为0.3kg5炮眼布置1)掏槽眼采用楔形掏槽，槽眼对称巷道中线并偏下布置，取槽眼排距为0.6m，成对炮眼眼底距离为，槽眼与工作面水平夹角为69°，故槽眼深度为1.5m,由此得成对槽眼眼口间距为1.3m，共4个。2)周边眼根据质量管理要求，保证巷道成形效果，顶、帮眼应适当加密，共布置炮眼9个，底眼布置6个，周边眼总计共15个。通过炮眼布置，得炮眼总数为26个。通过计算，单位岩体雷管消耗量为：发/ m33。二、爆破说明书巷道掘进采用正向装药，大串联一次启爆方式进行启爆，炮眼布置图

59、及爆破说明书详见下图：三、放炮地点放炮执行地点：设于副斜井距爆破地点100m位置，并站岗警戒。四、警戒设置及撤人范围每次放炮前，由当班班长负责组织撤出工作面的所有作业人员到放炮执行地点外，并站岗。对运输下山及水泵房人员进行搜索撤人至警戒线以外的安全位置，并站岗警戒。(3)对回风斜井进行搜索撤人至进风流的安全位置站岗警戒。放炮后至少30min待工作面炮烟排除后，CH4浓度降至1%以下时、CO2浓度降至1.5%以下时，由当班班长亲自或安排人撤岗。 附图：炮眼布置正面图、平面图、剖面图、装药结构示意图。第四节 装 载 与 运 输巷道掘进严格按中腰线施工、钻眼爆破法掘进。煤矸石采用人工装运，人工装车，

60、运输下山绞车提升至要+802m车场，推车经副斜井提升绞车提升至地面。装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注附图：运输系统示意图。第五节 管线及轨道敷设风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。敷设管道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、调车场质量要求等。一、轨道及道床轨道及道床参数表（单位：mm）轨道型号轨距轨道与巷道中心距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度15kg/m600012010022080030管线敷设方式表（单位：mm）序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面距离轨枕间距轨面高低 差轨面接头间距1风

61、筒600mm250用5铁丝绑扎2风管108m285用5铁丝绑扎3水管108m285用5铁丝绑扎4缆线m 2300电缆沟5第六节 设备及工具配备 所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等。设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1调度绞车台12水泵台23喷浆机台14出岩机台25风镐台26控制开关台27馈电开关台18局部通风机台29 台210激光指向仪台111铁锹台512镐台413锤台3第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式及供风距离二、风量计算（一）按瓦斯涌出量计算Q1=100qk= 120m3/min（二）按炸药使用量计算Q2=25A=230m3/min（三）按人数计算Q

62、3=4n=4x11=44m3/min（四）按局部通风机的实际吸风量计算Q4=Q局Ikf=(60×c)=152(60×77)=m3s=198m3min； （五）确定需要的风量Q=163 m3/min三、风量验算（一）按风速验算1.半煤岩巷掘进工作面的最低风速（Q岩）：岩15S15×7.0105m3/min2按最高风速验算岩240S240×7.01680 m3/min（二）按掘进工作面温度和炸药量验算炸药量/kg552020温度/oC6以下1622232616以下1622232616以下16222326需要风量/(m3·min-1)40506050

63、60806080100（三）按有害气体的浓度验算回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1，其他有害气体符合煤矿安全规程规定。P瓦/Q掘=1四、局部通风机的选型及安装地点1局部通风机吸风量的确定：Qf=Qj(60×c)=152(60×77)=m3s=198m3min；式中：Qf局部通风机吸风量，m3s；Qj掘进工作面需要风量，m3s；c风筒有效风量率，；取c =77。2根据局部通风机吸风量198m3min，选用FBD型2×11KW局部通风机吸风量为230-300m³min，可以达到要求。3风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径600mm。附图：通风系统示意图。第二节

64、压 风由地面工业广场的两台JG90HA螺杆式压缩机供风，1台工作，1台备用，该空压机额定排气量为每台16m3/minpa，配套电动机功率90kw。此空压机同时做压风管理送风用。掘进时采用一台YT-28型气腿式凿岩机，工作压力为0.5MPa，耗气量为3/min。掘进中使用气腿式凿岩机1把。地面工业广场的LL-10/8型空气压缩机两台，一台运行，一配用，额定流量10m3/min，额定压力0.8MPa，掘进供气管路选用50mm无缝钢管，最长距离为800m，所用空压机能满足要求。压风系统：地面工业广场副斜井+802m联络巷掘进工作面。设计所选择的空气压缩机同时做本矿的压风自救空气压缩机用。1压风主管(

65、108×4无缝钢管)铺设在副斜井,回风下山压风支管(50×4) 镀锌钢管铺设回风下山掘进碛头。2、压风自救系统应当达到下列要求（1）压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上；（2）在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面2540m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加设置。（3）每组压风自救装置应可供58个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于3/min。（4）压风管铺设在副斜井、区段石门、采掘工作面巷道，其中副斜井的主管路选择108×4无缝钢管，采掘巷道支管选择

66、50×4镀锌钢管。（5）该矿选用ZY-J型压风自救装置。附图：压风系统示意图。第三节 瓦 斯 防 治在地面安设抽采瓦斯泵站，地面安设二趟高低负压315的钢管到回风斜井口，在井下安设一趟高负压315pvc和一趟低负压250pvc管，瓦斯抽采管路的安设采用悬挂方式、敷设主管长度各1500m，支管700m，管路中的混合瓦斯浓度，设置警戒、超限报警、通风方式、风量符合要求，抽采的瓦斯引排到瓦斯泵站进行排放、抽采工必须按抽放瓦斯操作工序进行操作。附图：瓦斯抽采系统示意图。第四节 综 合 防 尘掘进坚持湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装岩前进行洒水防尘、净化风流等综合防尘措施。防尘水源

67、：+975m风井上部2500m3蓄水池。防尘管路系统：+975m风井防尘消防水池主斜井运输下山各防尘点；主管每隔100m安设一个三通，支管每隔50m安设一个三通，在距掘进碛头2540m位置和距运输下山开口点往里30m位置，分别设置一道防尘水幕，防尘水幕要求封闭巷道全断面。附图：防尘系统示意图。第五节 防 灭 火C12煤层属类不易自燃发火煤层，无自然发火倾向性，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。矿井防尘管路系统兼作防灭火水源，同时在局扇、机电设备硐室等电气设备集中地点设干粉灭火器材。附图：运输下山防尘(防灭火)及压风系统布置示意图第六节 安 全 监 控一、在掘进工作面及其回风流中安装甲烷传感

68、器，对掘进工作面瓦斯进行监控。安装位置：T1设在距碛头5m的风筒另一侧、T2设在运输下山距+802m联络巷岔口1015m位置。探头安装于距巷道顶300mm，距帮200mm。二、断、复电瓦浓度及断电范围：(一)断电值：T11.5% ，T21.0% CH4(二)复电值：T1、T20.99% ， CH4(三)报警值：T1、T20.95%， CH4(四)断电范围：T1、T2为本掘进巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。三、监控设施管理措施(一)瓦斯传感器只能悬挂在顶板完好，无悬矸、无淋水等安全隐患的位置，防止冒顶或其它原因损坏传感器。(二)甲烷传感器只有监控人员或分管电钳工有权标校，每七天用标准气

69、样进行一次校定，日常若有故障，应做到随时进行处理。(三)巷道或回风流中所有非本质安全型设备必须与传感器实现“瓦斯电闭锁”，并由机电科安设，严禁将瓦斯电闭锁私自甩开不用。(四)洒水防尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成设备损坏或导致仪器精度超差。附图：安全监测仪器布置示意图。第七节 供 电供电方式、电压等级、电器设备。附图：供电系统示意图。第八节 排 水根据地质说明书有关资料，本工作掘进工作面遇水可能性极小，但不排除顶板裂隙水的可能，预计对生产影响较小。掘进过程中，必须加强探放水管理，坚持“有掘必探、先探后掘”的探放水原则，如发生涌水施工临时水仓，采用潜水泵排水。附表三排水沟有关技术参数

70、（单位：m2、mm）水沟排水量水沟净断面水沟掘进断面水沟净高度水沟掘进高度水沟掘进宽度水沟净宽度浇筑宽度水沟盖板2m3/min200250300250无附图：排水系统示意图。第九节 运 输运料系统：空车或材料车由地面副斜井+802m井底车场回风下山装矸点。出煤(矸)系统：运输下山掘进碛头+802m联络巷副斜井地面。运料和出矸均用1吨矿车装载。附图：运输路线系统示意图。第十节 照明、通信和信号初期在+802m联络巷内，工作面施工50m后，在距碛头30m位置安设安设一部，每部 都能够直接和矿井地面调度室相通，形成通讯网路。当发现 出现问题时，掘进队应及时通知调度室或机电队，及时排出故障，保证机巷通

71、讯系统正常使用。附图：回风下山设备布置及运输系统示意图附图：照明、通讯、信号系统示意图。第六章 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“三八制”工作，所有参与作业特殊工种必须坚持“持证上岗”，劳动组织表见下表：附表四劳动组织表出勤班组工种一班二班三班工种合计打眼工2226放炮员1113瓦检员1113安全员1113出碴工、运料工44412运输工（机车司机）1113电钳工1(巡回)1(巡回)1(巡回)3支护工4(兼)4(兼)4(兼)12(兼)杂 工1(兼)1(兼)1(兼)3(兼)班长1（兼）1（兼）1（兼）3(兼)班（组）合计11111133第二节 循环作业为保证正

72、规循环作业的完成，工作面施工必须严格按照劳动组织人员配备，合理安排时间和工序，提高工时利用率。附表五 运输巷循环作业图表工序名称时间12345678安全检查及准备工作20钻 眼60装药联线、放炮20通风、洒水30安全检查、敲帮问顶15装岩、运输45架料支护20喷 浆文明生产30第三节 主要技术经济指标工作面80m长度、巷道毛断面7.7 m2、净断面7.0 m2，巷道岩性、锚网支护，在册33人数、每班出勤人数11人出勤率，日进尺、工效，月循环次数、月进尺90m。附表六 主要经济技术指标表序号项目名称单位数量备注1掘进净断面m22炮眼深度m3循环进度m4日循环数个35日进度m6月进度m907炮眼个

73、数m218炮眼利用率%809循环雷管消耗发2010循环炸药消耗kg11单位岩体雷管消耗发/m312单位岩体炸药消耗Kg/m313掘进总人数人3314掘进延米工效m/工日 注：月工作天数按25天进行计算第四节 安全质量标准一、安全管理标准（见下表）安全管理标准表项目名称标准及要求1作业规程作业规程或措施内容符合公司要求，遇地质变化或条件变化等有补充措施，审批、贯彻、复审手续完备，考试和签字有记录。2通风管理风筒出风口距碛头的距离符合作业规程规定，风电闭锁和瓦斯电闭锁装置完好。3防突管理防突安全设施的安设符合防突措施规定，并保持完好。4支护管理永久支护距迎头距离符合作业规程规定；金属扣寸、前探梁和

74、抱箍、固棚设施等临时支护符合作业规程规定；配齐掘进顶板管理与装备要求的工具、材料。5放炮管理火工管理、放炮距离、警戒设置符合规定，放炮线敷设符合规定，严格执行一炮三检和三人连锁放炮制。6运输管理斜坡、斜巷掘进的运输安全设施齐全有效，轨道与巷帮、设备、管、缆线的安全间隙和躲避硐设置等符合规程规定。7机电管理机电设备（绞车、皮带溜子等）必须完好可靠，构件齐全，电器设备严禁失爆。特殊工种必须持证上岗。9、消防管理按作业规程的规定配备灭火器和消防三通以及消防水袋、水枪。10、其它工作面矸石堆积不得超过巷道断面的1/3；工作面设置医疗保健箱，并配备碘酒、纱布、胶布、棉签等医用品。二、工程质量标准（见下表

75、）工程质量标准表项目名称单位设计允许误差范围数值三、文明生产标准（见下表）文明生产标准表序号项目名称标准及要求1防尘管理防尘设施齐全、位置合理，防尘喷雾装置正常使用，放炮喷雾、湿式打眼，设备、设施、管、缆、线上的粉尘堆积厚度不超过2mm、长度不超过3m 。2风筒管理风筒吊挂整齐、逢环必挂，风筒无破口、迎头风筒不落地。3巷道整洁巷道内无杂物，淤泥、积水长度不超过2m、深度不超过0.05m，浮煤矸超过轨枕上平面的长度不超过1米。4作业图板作业场所设有巷道巷道布置图、断面图，有炮眼布置图及爆破说明书，通风系统和避灾线路图。5材料堆码材料、工具距离碛头50米以外或耙岩机30米以外（硐室堆材料除外），分

76、类堆码整齐，有管理牌，且距离轨道的安全间距符合规定6设备及管缆线吊挂机电设备放置规范、整齐、挂牌，开关上架，五小件上板，管缆线悬挂整齐（管不落地，缆线严格按作业规程规定悬挂）第七章 安全技术措施 第七章主要安全技术措施第一节 施工准备1.施工前，由技术人员传达运输下山掘进作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可下井进行作业，不合格人员必须进行补考，补考合格后方可下井作业。2开口前应按要求准备好各种材料及设备，形成正规通风系统和其他系统，并能正常使用，同时准备好各种材料和工具。3质量保证措施(1)目标：按煤矿安全质量标准化相关规定执行,杜绝不合格产品,力争优良品。(2) 规定：各生产

77、班组必须班班自检，施工队每天一次质检，矿每周一次动态检查，每月进行一次质量标准化检查。施工队要成立质量管理领导小组，对掘进巷道工程质量制定保证措施进行日常监督管理； 当班工程质量不合格，当班处理，当班不能处理的，要对交接班交待清楚未整改内容，交接班继续整改完毕，未整改完毕，不得继续进头。严格按安全质量标准化规定进行考核，每班质检必须合格。第二节 爆破管理1爆破工要由经过专门培训学习，有2年以上采掘工龄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打眼作业前，必须先进行敲帮问顶检查，确保施工安全。打眼工作必须在顶板完好的条件下进行作业。打眼前，要首先疏通好退路，确保发现险情

78、时作业人员及时顺利撤退。3严格爆破材料的管理，爆破工领取炸药、雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。爆破材料运输必须严格按煤矿安全规程第七章314条的规定执行。运到工作地点后，对暂时不用的雷管、炸药必须分别存放于专用的木箱内，并加锁。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，并避开机械、电气设备且不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。发爆器的手把、钥匙必须由爆破工随身拽带，严禁交给他人。4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。5装配起爆药卷时，必须遵

79、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爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆材料箱子上装配起爆药卷。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。6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人，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

80、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。7严格执行“一炮三检制”(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度)和“三人联锁放炮制度”(班组长、瓦检员、放炮员)，加强起爆前瓦斯检查，防止漏检，避免在瓦斯超限的情况下起爆。8起爆时必须使用矿用防爆型发爆器进行起爆。9炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：(1)炮眼深度小于时，不得装药、爆破。(2)在特殊情况下，如卧底、刷帮、挑顶，确需浅眼爆破时，必须符合下列规定：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，浓度超过1.0时不准起爆；检查并加固爆破地点附近

81、支护。(3)当炮眼深度为0.6时，封泥长度不得少于眼深的12。(4)当炮眼深度超过时，封泥长度不得小于。(5)当炮眼深度超过时。封泥长度不得小于。10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材料作封泥，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料做封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。11装药前和爆破前有下列情况之一，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。(2)爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1，二氧化碳深度超过1.5%。(3)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l3以上。(4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。(5)掘进工作面风量不足。放炮区域内的人员没有撤至安全地点时；放炮员没有得到放炮指令时；工作面有透水征兆时。12爆破母线长度和躲炮距离：直线距离不得小于100m并有掩体，曲线不得少于75m。放炮母线必须符合煤矿安