二采区一区段溜煤上山作业规程样本

目录第一某些编制概要 4第一节编制规定 4第二某些规程编制 8第一章概况 8第一节概述 8第二节编写根据 9第二章地面相对位置及地质状况 11第一节地面相对位置及邻近采区开采状况 11第二节煤（岩）层赋存特性 12第三节地质构造 13第四节水文地质 14第三章巷道布置及支护阐明 15第一节巷道布置 15第二节矿压观测 15第三节支护设计 16第四节支护工艺 17第四章施工工艺 21第一节施工办法 21第二节凿岩方式 21第三节爆破作业 22第四节装载与运送 24第五节管线及轨道敷设 24第六节设备及工具配备 25第五章生产系统 26第一节通风 26第二节压风 33第三节瓦斯防治 34第四节综合防尘 34第五节防灭火 35第六节安全监控 36第七节供电 37第八节排水 37第九节运送 37第十节照明、通信和信号 37第六章劳动组织及重要技术经济指标 39第一节劳动组织 39第二节作业循环 40第三节重要技术经济指标 41第七章安全技术办法 43第一节施工准备 43第二节一通三防 43第三节顶板 49第四节爆破 52第五节防治水 56第六节机电 57第七节运送 59第八节其她 61第八章灾害应急办法及避灾路线 62第一节灾害应急办法 62第二节避灾线路 64

第一某些编制概要第一节编制规定巷道施工规定(一)二采区一区段溜煤上山作为二采区施工21031回风巷时运送使用，井巷设计长度480m，采用钻爆法施工。(二)巷道位于祥兴煤矿二采区范畴内，按中、腰线施工，设计方位209°，坡度为40°，沿3#煤层前掘，属于顺煤层施工巷道。(三)有关部门提供图纸有，井上下对照图、地质地形图、水文地质图。此作业规程附有如下图纸(一)巷道布置平面图、剖面图。(二)地层综合柱状图。(三)地质平面图、剖面图。(四)巷道支护断面图。(五)暂时支护平面图、剖面图。(六)设备布置示意图，供电系统示意图。(七)炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药构造示意图等。(八)通风系统示意图。(九)运送系统、排水系统、防尘系统示意图。(十)抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。(十一)避灾路线示意图。巷道布置原则此巷道在设计布置时充分考虑了工业广场、水文地质、经济等因素，并以安全、经济为原则来进行施工布置。掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号有关内容规定《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》中已有明确规定，且又属于在作业规程中必要执行条文，只在作业规程中写上该条文条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定，而在作业规程中需要规定内容，在作业规程或施工办法中已明确规定。其他专项安全技术办法编制规定(一)专项安全投术办法，由施工单位工程技术人员依照施工现场生产条件发生变化实际状况进行编写。(二)编写专项安全技术办法要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必要先到现场勘察工作面实际状况，掌握现场施工条件;要使安全技术专项办法符合工程设计文献规定。(三)浮现下列状况之一者，应编写专项安全技术办法并报矿总工程师进行审核。1·施工过程中突然遇到地质构造，过较大断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等;2·遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区;3·施工过程中遇松软煤、岩层或流沙性地层;4·在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全;5·施工现场地质条件、施工办法、支护方式发生变化，与作业规程不符;6·作业规程关于规定不详细或末涉及内容;7·其她也许受到危害或威胁施工现场。(四)安全技术专项办法编制内容:1·施工办法、工艺、工序安排等;2·支护方式和支护材料;3·生产系统与原规程不同，在办法中阐明;4·工程规格尺寸等，要有附图;5·其她与办法关于内容。巷道贯通专项安全技术办法。(一)必要符合《煤矿安全规程》第一百零八条规定。(二)工序安排，在掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其她巷道在相距20m前，只准从一种掘进工作面向前贯通，另一种工作面必要停止作业等。(三)工作面加强顶板支护支护方式。(四)贯通前长探短掘，明确探眼位置、角度、深度、数量，附三视图。(五)制定爆破制度，设定警戒位置，对关于设施采用保护办法。(六)水、火瓦斯及有害气体检查和解决办法。(七)贯通前通风，贯通后调风办法，附贯通先后通风示意图。(八)有水患巷道贯通，制定探水、放水、排水办法。防止瓦斯突出专项安全技术办法（另行编制区域和局部防突办法，并涉及如下内容）(一)煤与瓦斯突出预兆。(二)防突办法选定。(三)注水办法技术参数。(四)预测指标和临界值选定。(五)预测办法。(六)操作规定。(七)安全防护办法及防止灾害扩大办法。浮现下列状况之一时必要重新编写作业规程(一)地质条件和围岩有较大变化。(二)变化了原巷道规格和支护形式。(三)变化了原施工工艺和重要工序安排。(四)原作业规程与现场状况不符，失去可操作性。

第二某些规程编制第一章概况第一节概述巷道状况工程名称二采区一区段溜煤上山设计长度（m）480巷道与煤层位置简述该巷道在3#煤层内施工，按209°方位施工，预测煤层倾角55°～75°之间，应注意超前支护及防突工作。用途作为一采区备用工作面运送、通风煤岩别半煤巷施工规定（误差）中心（边线）左100mm右100mm施工起点标高+1490.4m腰线上100mm下100mm中/腰线中线方位角209°坡度不大于17°掘进工程量（m3）4420支护方式锚网索净高2.8m净断面8.3m2装运方式工作面使用SGB40T型刮板运送机配合皮带及1.1m3矿车净宽3.4m掘进断面9.2m2墙高1.1m服务年限2年预测开工时间.8.5预测竣工时间.12.31通风方式2*30kw局部通风机压入式通风所需风量408.75所需设备风动凿岩机3台、刮板运送机1台、可伸缩皮带1台、风动防突钻机3台、风镐5台、液压锚杆机1台、气动锚杆机1台、局部通风机2台、潜水泵2台、开关4台。施工中特殊技术规定、需要重点阐明问题在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大时候及时报告矿总工程师，采用其他加固办法或更换支护方式。在施工中严格执行探放水以及防突工作，特别是上部原采空区积水应加强注意。巷道布置平面图（附图一）第二节编写根据通过审批设计及其批准时间等依照《盘县西冲镇大湾祥兴煤矿（整合）初步设计》有关资料进行编写;依照《盘县西冲镇大湾祥兴煤矿资源储量核算报告》有关资料进行编写;依照《煤矿安全规程》有关规定进行编写;依照《防治煤与瓦斯突出规定》有关内容进行编写;依照《煤矿防治水》有关规定进行编写;依照《贵州煤矿安全质量原则化》有关规定进行编写;依照《煤矿安全技术操作规程》有关内容进行编写;依照《防突设计》有关内容进行编写;依照《防灭火设计》有关内容进行编写;依照《瓦斯与二氧化碳鉴定报告》有关内容进行编写。地质阐明书依照初步设计方案本巷道需穿越地层为第四系（Q）、二叠系上统宣威组（P3xn）,所穿越地层,多为灰～深灰色粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层，坚硬限度：极软岩～较硬岩，基本质量级别为Ⅲ～Ⅳ类。二叠系上统宣威组（P3xn）为矿区直接充水岩层，含裂隙水，为弱含水层。矿压观测资料依照初步设计方案有关内容，巷道在过煤层以及地质破碎带期间应加强对矿压观测，重要观测手段为钢尺测量巷道宽、高、拱距，巷道变形量达10%以上则进行修复。其她技术规定依照巷道坡度、方位安装矿用激光指向仪，严格按方位及坡度控制。在采用锚网索支护时托盘及锚网必要紧贴煤岩面，禁止浮现空帮空顶现象，锚杆必要使用￠20mm右旋全螺纹等强度锚杆，不得使用其他型号类型锚杆，禁止超挖及欠挖，如果超挖必要使用矸石背帮或喷填，禁止使用木质材料进行填充。

第二章地面相对位置及地质状况第一节地面相对位置及邻近采区开采状况依照调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1775m，最低+1745m，在整个二采区一区段溜煤上山上方无任何路桥、建筑及设施，地表为山地类型，有某些山地覆盖。在此巷道上方有1#，3#采空区，已开采至+1423m，比现掘进工作面低67m，各采空均已所有垮落，并设立密闭及反水池，依照钻孔资料分析，无采空积水状况。在巷道掘进范畴内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，通过裂隙有某些地表水渗入井下，对施工影响较大重要是探放水以及排水工作，但影响不大。在二采区一区段溜煤上山右侧60m平行位置3#已回采结束巷道（原3031工作面运送巷），巷道在掘进至135m左右会见断层F83，其断层断距约为30m（依照原3#煤层进行推断），预测过断层长度为70m。在施工至断层时应注意巷道暂时支护，加强找顶工作及工程质量，防止巷道因地压而变形严重。第二节煤（岩）层赋存特性该煤层全区可采，煤层稳定，厚2.00m左右。煤层顶板为粉砂质泥岩，底板为粉砂岩。参照临近矿井（盘江集团金佳矿有关数据）我矿4#煤瓦斯含量为17.68m3/t。依照《矿井瓦斯级别鉴定规范》（AQ1025-）单条掘进巷道在绝对瓦斯涌出量不不大于3m3/min、定为高瓦斯矿井，但我矿井田曾经发生过突出，因此严格按突出矿井、所有煤层均按突出煤层进行管理。井田内未发现高温异常区，煤系地层百米井温梯度不大于3℃，因而，本矿地温正常。由于二采区一区段溜煤上山在掘进期间只针对4#煤层，在解放层保护范畴外我矿严格执行先抽后掘原则，故不对其他煤（岩）层进行技术特性分析。地层综合柱状图（附图二）第三节地质构造二采区一区段溜煤上山所经煤岩走向为211°～235°，倾向为121°～145°，倾角55°～75°。在巷道掘进期间将会穿过F83断层，位于唐家沟以北，地表所见东端交于F86断层，推测该断层长650m，走向339°，倾向北东，倾角25°，地层断距15m左右，该巷道范畴内无大型褶曲,重要是断层裂隙发育，但断层导水性差，依照在采空积水区及断层导水带，巷道保护距离已不不大于30m，能完全满足防治水需要。地质储量报告此井田内无陷落柱，只考虑与原采空区积水与附近几条巷道保护距离。当前二采区一区段溜煤上山依照初步设计无冲击地压威胁，但在+1400m如下巷道会随着采深增长而日益突出，如在掘进期间发既有冲击地压现象，及时采用相应技术方案。由于该工作面是顺煤层施工巷道，必要使用经定期验证地质资料进行参照。在掘进期间由项目部有关技术人员按有关规定按比例绘制地质平面图、剖面图，在采掘工作平面图上标明相应断层、见煤点等详细资料，定期交矿总工程师进行分析以便指引下一步生产。第四节水文地质在二采区一区段溜煤上山掘进区域重要水源有雨季地表渗水、采空区积水渗水、裂隙水以及煤岩含水。依照轨道井掘进期间资料分析含水层厚度8～10m，涌水量不大，经实测，在雨季裂隙涌水、断层导水、采空区渗水量最大为13m3/h左右，重要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而增长，对掘进期间有一定影响，在排水设备正常状况下能及时排出工作面积水。该巷道区域内重要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，轨道井在掘进打钻进有关资料。该巷道上方有原1#、3#采空区，无采空区积水、依照开工前钻孔资料及状况分析，钻孔涌水量不大，防治水方面对施工安全无较大影响。在井田范畴内只有弱含水层，无承压水等。上部采空区无积水，不存在较大安全水患问题。探水有关办法及方案另附

第三章巷道布置及支护阐明第一节巷道布置二采区一区段溜煤上山位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田一采区区域内，巷道开口在4#煤层，开口标高+1490.3m，设计净断面8.3m2，掘进断面9.2m2。巷道掘进工程量4420m3，设计坡度不大于17°，腰线为底板往上1.1m，中线按激光指向仪距离顶板0.3m位置，巷道开口点坐标（X:2850382.434，Y:456533.365，Z：+1490.3m）设计方位209°。我矿井田内未发既有冲击地压现象，巷道尽量布置在砂岩及粉砂岩中，巷道断面设计按10%支护变形后进行设计。巷道开口施工:巷道开口处使用U型棚+锚网索喷加强支护，每掘进0.8m及时进行支护。加强支护5m（或岩性较好后）及时更改支护，使用锚网支护。开口前准备好所有打眼机具、风水管、各种开关设备，并备有管棚材料，防止冒顶。巷道施工顺序:巷道为分段定向施工，如需变向，方位控制在3°以内，如要变坡必要控制在17°如下。特殊地点施工:如车场、硐室、溜煤眼、交叉点等，该巷道与其顶部或底部老巷道岩层厚度，要将其空间位置、坡度和特殊规定描述清晰。特殊工程应按设计规定绘制大样图，标出开口位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。各特殊地点施工见施工大样图。巷道剖面图（附图四）。第二节矿压观测观测对象:矿压显现明显、跨度大巷道，松软煤、岩层或流沙性岩层中巷道，破碎带巷道，"三软"(顶板软、煤层软、底板软)及煤(岩)与瓦斯突出煤层巷道，不支护巷道，各类支护巷道等。观测内容:顶底板活动规律分析;不支护巷道表面位移量观测，支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。观测办法:重要使用钢尺进行不低于5次精准测量，测量点必要固定在两帮水平点以及顶底板固定点（法线距离），每次测量误差加权平均值不超过±2mm，每周进行一次矿压观测并做好记录。依照掘进巷道顶板压力显现状况，安设锚杆压力批示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。数据解决:监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节支护设计依照巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际状况，在岩性较好时选取锚网喷设计，在煤体、破碎带中施工依照场状况采用U型棚喷浆方式进行支护。巷道支护设计，依照祥兴煤矿初步设计方案内容进行支护。巷道暂时支护方式:巷道暂时支护采用锚杆，工作面与暂时支护距离不不不大于0.3m，工作面与永久支护（除喷浆外）距离不超过0.8m。坚硬稳定煤、岩层中巷道不设支护条件和规定:(一)巷道开凿后，岩体不发生明显变形和位移。(二)巷道在整体均匀岩层中，无冲击地压危险。(三)煤和半煤岩巷道中，煤层无自然发火危险。(四)岩体位移测定自然稳定，或有相邻矿井同类地质条件不设支护巷道为根据。(五)制定不设支护安全办法。注：但我矿设计二采区一区段溜煤上山所有均进行支护，如在全岩巷道中，岩石硬度较大，岩性为砂岩时则可先对拱线以上顶部进行锚网支护，对拱线如下进行锚杆暂时支护，挂网可滞后10m，故不考虑不设支护状况。复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，施工8.3m长锚索，端锚，每组3根，施工在顶板正中与两侧，间距2.4m组，祥见附图。位于软岩中巷道和受动压影响巷道，采用U型棚+锚喷联合支护形式，有底鼓应另形编制相应技术方案进行施工。巷道支护平面图、断面图（附图五）。暂时支护平面图、剖面图（附图六）。第四节支护工艺各类支护工艺及规定。(一)锚杆及联合支护。1·锚杆使用等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆直径￠20mm,长度2.5m，间排距0.8m，锚固力不低于90KN，每根锚杆使用2节树脂锚固剂；锚索使用￠15.24mm，7股低松弛高强度钢绞线，间距1.2m、排距2.4m，每组三根，锚索长度不得低于8.3m，锚固力不低于180KN，锚固剂型号为Z2422每根锚索使用4节树脂锚固剂;巷道岩性较好时使用端锚，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚杆外露长度在30mm—500mm之间，锚索锚固长度不得低于锚索全长1/4，软岩使用锚杆支护时，必要全长锚固锚索外露长度在150mm—300mm之间。所有锚杆及锚索施工后必要对其锚固力进行拉力测定，符合率不低于95%。在使用锚固剂时严格按设计规定使用。2·锚杆锚索孔深必要与之匹配，孔径不不大于锚杆锚索6～10mm，并严格按锚杆支护设计规定进行支护。3·锚网采用￠6mm～￠8mm间隔100mm钢筋网，锚网铺设必要紧贴煤岩面，锚网搭接长度不得低于100mm不得高于300mm，网片之间使用不低于8#铁丝双股连接，锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。4·在巷道内如发既有淋水及涌水地点必要在帮上使用打孔机具进行打眼，安装引流管将水引至水沟内再进行喷浆，禁止喷浆堵塞引流管。5·在放炮后进行锚网支护，然后依照轮廓线位置（依照巷道支护设计）打眼，进行锚杆固定（依照支护断面图进行角度、深度控制），固定完毕之后如有空帮、顶采用否则性材料进行密实填充。(二)U型可伸缩金属支架支护如下：1·在特殊地段使用U型棚可伸缩金属支架,金属支架型号必要与设计支护一致,禁止采用其他型号或材质支架。采用支架必要构件齐全，撑(拉)杆使用￠20mm金属双头螺纹圆钢，使用配套螺丝固定。垫板使用支架材料进行焊接，尺寸不低于300mm见方。背板禁止使用木料，充填物必要使用矸石或水泥板。支架可缩量应与围岩变形量相适应。2·备用支架放置在地面工业广场以不影响安全生产地点堆放整洁。必要配备不低于20架/套支架。3·支护时严格按中腰线及支架仰角、扭距进行支护，禁止超挖、欠挖（面积在一种平方之内不得超、欠挖100mm）以及支架前倾后仰，架间距严格控制在±50mm以内，中心严格控制±50mm以内，腰线±20mm以内。4·在光爆找顶后进行锚网暂时支护，再架支架，进行固定。

第四章施工工艺第一节施工办法使用人工打眼，钻爆法施工，刮板运送机配合矿车出矸施工办法。在巷道开口时一方面加固开口附近10m范畴内巷道，拆除开口位置架腿时必要对原支架棚梁进行补打锚杆抬棚进行加固，加固完毕后方进行开口处棚腿拆除工作。拆除完毕后方可进行打眼放炮等工作，开口处采用少装药，放小炮、浅循环掘进工艺。等巷道进入到基岩段时按钻爆法进行施工。光爆后进行找顶，找顶工作完毕之后搭设操作平台，平台面积不低于每人1平方米并且牢固可靠，在平台上进行锚网暂时支护工作。待暂时支护工作完毕之后将支架或U棚拱型段固定在上部锚杆及锚网上,再立下部棚腿，上好卡子及螺丝，并将支架及槽钢棚固定即可进行喷浆工作，完毕后进入下一循环。特殊条件下施工办法如（另编制相应安全技术办法）:1·过断层揭开煤层时施工办法:远距离炮、打超前钻排放瓦斯等;2·硐室施工办法:硐室位于岩性较好地段中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分层施工法;3·交岔点施工办法:交叉点位于较好围岩中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分部施工法，位于极为破碎围岩中宜采用导硐施工法;4·倾斜巷道施工办法:支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆，增设防滑、防跑车装置;掘进、扒装机械固定等。第二节凿岩方式在巷道掘进时采用7655或YT28\YT29型气动凿岩机进行湿式打眼。炮掘工艺如下：在工作面画出炮眼位置→分上下层、炮眼类型进行打眼→清洗炮眼→装药→接线→起爆→找危岩（煤）→暂时支护→出货→正式支护→画炮眼。在掘进至全岩巷及煤层较少时采用光爆一次性全断面起爆，设计见（一次性爆破图）。遇半煤岩巷时采用分次爆破，设计见（分次爆破图），一方面对煤层进行中打眼放炮，放炮30分钟后对工作面瓦斯、顶板进行全面检查，做好找掉工作，保证安全后将煤装运出去。再次在岩石中打眼放炮，炮后同上检查好工作面，保证安全后将矸石装运出去。采用分次爆破时煤及矸石必要分装分运在全煤巷中掘进时先起爆掏槽眼及辅助眼，后才起爆周边眼，所有运装均使用刮板机与绞车。打眼机具在打眼工作完毕之后必要放置在作业点后方宽敞不影响安全地点摆放好。刮板机机头固定在工作面后方不超过20m位置，机尾与工作面不不不大于3m。刮板机开关与刮板机距离在后方5m左右，电缆必要顺帮顶布置，巷道通风机安设于三水平11运送石门内（防突风门外）。在有煤与瓦斯突出倾向巷道掘进，采用先抽后掘施工方式等。对掘、斜交、正交巷道时，必要有准的确测图及办法;当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯通时另行编制有关办法等。设备布置示意图（附图七）。第三节爆破作业爆破条件:巷道断面为半圆拱、为半煤岩，多数时间在煤中掘进、采用压入式通风、煤巷中掘进预测绝对瓦斯涌出量在2～3m3/min，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.32m，每循环进度1.4m，使用矿用三级乳化炸药，雷管使用获得产品允许证煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管，炮眼运用率为97%，每米消耗炸药11.7kg、雷管26个。掘进采用锚网支护钻爆法施工时，采用光面爆破。爆破参数，宜符合下列规定:1·炮眼深度为1.8～3.5m;2·周边炮眼间距为350～600mm;3·周边炮眼密集系数为0.5～1.0;4·周边炮眼药卷直径为20～25mm。孔号炮眼性质深度(m)炸药量(kg)雷管装药构造封泥长度（m）连线方式起爆方式爆破顺序个数段号1～6掏槽眼1.75.461正向3.6串联大串联一次起爆17-15辅助眼1.55.4925.4串联216～32周边眼1.52.5517310.2串联333～37底眼1.53543串联4共计56.716.353722.2炮眼布置图（附图八）在有瓦斯或有煤尘爆炸危险掘进工作面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆采用多次起爆必要另行编制安全技术办法。光面爆破作业应尽量采用如下办法细长药卷持续装药；小直径药卷空气间隔装药；原则直径药卷空气间隔装药；周边眼起爆采用反向装药。应达到如下规定：岩面上周边眼眼痕保存率不少于75%，且均匀清晰，超挖量不超过150mm，欠挖量不超过有关质量原则规定，岩层上不能浮现明显炮震裂隙。装药构造示意图（附图九）第四节装载与运送采用刮板运送机配皮带输送机，人力推矿车，绞车提高进行运送。刮板机使用SGB40T型，皮带使用630普通可伸缩皮带，矿车使用1.1m3固定侧翻式矿车,刮板机使用长度不得低于20m，机尾安设于工作面后方3m位置,机尾使用地锚（锚固度不得低于1.5m）及压柱（直径不低于20cm圆木）固定，机头使用11#工字钢加工架子（机电科出具图纸）固定，所有设施必要牢固。提高使用矿用JTP-1.6×1.2绞车，安设在距离井口40m位置井筒中心线上，使用砼基本与地锚进行固定，并完善绞车有关保护。所有煤、矸、材料、设备等匀使用绞车进行运送，但长型材料设备必要使用材料车进行提放，如需提放异型、大件设备必要此外加工专用材料车。人员进、出工作面时必要停止刮板机及皮带运营，人员必要走水沟侧，与刮板机安全距离不得不大于1.2m，所有皮带有关保护装置必要齐全可靠。刮板输送机固定、防滑、防出槽、采用轨道卡以及刮板链在轨道固定以及后方使用地锚(不低于1.5m)双固定方式、刮板运送机机头上方安全地点必要安装矿用照明灯，在司机操作侧必要安装照明灯，刮板机至工作面光线强度必要达到关掉矿灯能清晰工作。运送系统示意图（附图十）。第五节管线及轨道敷设风筒在巷道右侧距轨面1.6m位置靠帮安设，与工作面距离不得超过6m，风管、水管安设在左侧距轨面0.8m位置靠帮安设、间距0.2m，缆线吊挂在巷道右侧距离水沟顶1.5m位置，采用矿用电缆挂钩吊挂。所有管缆线距离工作面但是超过10m，以放炮不崩坏为宜。第六节设备及工具配备序号名称型号规格单位数量备注1刮板输送机SGB420-40T40KW台12固定式矿车MFC1.1-61.1m3台83矿用提高绞车JTP-1.6×1.2台14风动凿岩机YT28\YT29、7655台35液压锚杆机MYT-130/350台16风动锚杆机MT120台17风镐G10把58风机FBDN06.330KW×2台29开关QBZ-120台2KBZ-200台1QBZ-4×80台110喷浆机PCSI(VⅡ)台111防突钻机ZDJ-30套212探水钻机ZY-750台113激光指向仪YBJ-1500套114皮带输送机500m台1

第五章生产系统第一节通风采用压入式通风，在高瓦斯区域必要进行先抽后掘，如需施工排放孔时必要增长有效风量，减少漏风量，风机安设在三水平11运送石门进风巷内，风筒吊挂方式详见第四章第五节第一条，压风机安设在地面，通入4吋压风管送入井下，隔爆水袋安设在工作面后方60～100m位置，按每平方不少于200m3水量原则安装。监控探头T1安设在工作面后方风筒另一侧5m位置,T2探头安设在距离12专用回风石门口20m处，T3探头安设在交岔口回风汇流10m处，均按监控设施安装规定进行安设，采用800mm阻燃风筒。我矿属于突出矿井，已经按规定装设三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁(风电、瓦斯电闭锁)，装备“双风机、双电源”，并能自动切换、具备自动分风功能。掘进工作面风量计算。(一)掘进工作面实际需要风量，应按我矿公司“一通三防”规定或依照瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同步工作最多人数，局部通风机实际吸风量等因素分别计算，并选用其中最大值。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Qj＝100×q掘×Kj＝100×1.18×1.8＝212.4式中Qj——掘进工作面需要风量，m3/min；q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，我矿在瓦斯级别鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量2.79m3/min，但根参照当时瓦斯鉴定（3033运送巷+1483m）煤巷掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.91m3/min，按1.3倍涌出量进行计算。k—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀备用风量系数，应依照实际观测成果拟定(掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。普通机掘工作面k=1.5～2.0;炮掘工作面k=1.8～2.0。低瓦斯高二氧化碳矿井还必要按二氧化碳涌出量计算，可参照按瓦斯涌出量计算办法。(二)按炸药使用量计算:Q=25A=25×16.35＝408.75式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;25—每公斤炸药爆炸不低于25m3配风量;A—掘进工作面一次爆破所用最大炸药用量，kg。(三)按工作人员数量计算:Q=4n＝4×11＝44式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;4—每人每分钟应供应最低风量m3/min;n—掘进工作面同步工作最多人数。(四)按局部通风机实际吸风量计算:Q=Q局Ikf=（（200+620）×0.86）/2×1×1.3=533式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;Q局—掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min;I—掘进工作面同步运转局部通风机台数，台;kf—为防止局部通风机吸循环风风量备用系数，普通取1.2～1.3/进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。Q不不大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。依照上述计算工作面需要风量规定，进行局部通风机、风筒规格选型。(五)局部通风机出口风量拟定Qf=Qj/φc=533/0.84=447.7式中Qf—局部通风机风量，m3/min;Qj—掘进工作面需要风量，m3/min;φc—风筒有效风量率，%。风筒有效风量率可采用下列公式计算:1·有效风量率(φc)。这是指风筒送往掘进工作面风量与局部通风机吸风量之比百分数。φc=Qa/Qf×100%=(392/466.8)×100%=83.98%式中φc—有效风量率，%;Qa—风筒送往掘进工作面实际风量，m3/min;Qf—局部通风机(吸)风量，m3/min。2·漏风率(L1)。这是指风筒漏风量与局部通风机吸风量之比百分数。L1=Q1/Qf×100%=(40.4/466.8)×100%=8.7%式中L1—漏风率，%;Q1—整列风筒总漏风量，m3/min;Qf—局部通风机(吸)风量，m3/min。3.局部通风机选型FBD№7.1/2*30，风压：900～580Pa,风量200～620m³/min,电压：660/380，效率：≥80%。掘进工作面风量验算。(一)按最低风速验算。1·岩巷掘进工作面最低风量Q岩(单位：m3/min):Q岩≥9S岩≥9×8.3≥74.7式中9—按岩巷掘进工作面最低风速换算系数;S岩—岩巷掘进工作面断面积，m2。2·煤巷掘进工作面最低风量Q煤(单位：m3/min):Q煤≥15S煤=15×8.3=124.5式中15—按煤巷掘进工作面最低风速换算系数;S煤—煤巷掘进工作面断面积，m2。(二)按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面最高风量Q(单位m3/min)Q=240S=240×8.3=1992式中240—按掘进工作面最高风速4m/s换算系数;S—掘进工作面断面积，m2。(三)按掘进工作面温度和炸药量验算，见表1。表1掘进工作面温度和炸药量炸药量Kg<55～20>20温度℃6如下16-2223-2616如下16-2223-2616如下16-2223-26需要风量m3/min4050605060806080100(四)按有害气体浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%;其她有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中关于规定。p瓦/Q掘≤1%1.18/212.4=0.00556＜1%式中Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min;p瓦—瓦斯绝对涌出量，m3/min。掘进工作面风量（408.75m3/min）经验算同步满足了以上4个条件，经验算符合风机选型。安装局部通风机地点在地面且距离回风口超过10m，全风压风量不不大于局部通风机吸风量，故风机安设位置合理符合有关规定。通风系统示意图（附图十一）。第二节压风此工作使用风源为安设在地面空压机，采用机械式压缩空气。移动压风机安设在地面，采用两台固定式螺杆空压机，压风机型号为JG110LA、正常工作风压0.7Mp、风量20.7m3/min，电机功率110KW，敷设4吋钢管入井，管路长度最长预测515m，管路顺巷道左帮风水管路安设位置安设。(一)空气压缩机选取，应符合下列规定:总耗风量按下式计算:Q=αβγΣnkq=0.12×1.15×1×3×3×3=3.726式中Q—总耗风量，m3/min;α—管路漏风系数，按每100m漏风率2%计算；β—风动机械磨损消耗风量增长系数，宜为1.10～1.15;γ—高原修正系数，海拔每增长100m，系数增长1%;n—同型号风动机具使用数量，台;K—凿岩机、风镐同步使用系数;q—风动工具耗风量，m3/min。注：我矿该工作面使用压风机风量为20.7m3/min，能完全满足使用需要。(二)当各个施工阶段风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量20%～30%。在工作面后方40～60m安全位置安设第一组压风自救装置，按工作人最多操作人员并留有富裕量，至少不低于6个，在爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置以及回风道有人作业处安装压风自救装置。压风系统示意图（附图十二）。第三节瓦斯防治掘进工作面采用地面固定式2BE3420-2BY4型瓦斯抽放泵，瓦斯管路在右帮靠帮0.1m，离地0.3m位置安设。敷设长度预测500m。管路中混合瓦斯浓度在抽放泵能力全范畴内。抽出瓦斯排放至空气中，待建立起瓦斯发电站后接至发电站运用。采用打钻孔→埋管封孔→接管抽放→测定浓度及负压方式。我矿禁止在具备突出危险区域内进行采掘活动，必要进行区域消突后进行掘进作业，区域预测办法为测量煤层残存瓦斯压力及残存瓦斯含量（WP-1），局部预测为钻屑瓦斯解吸指标（WTC）进行。突出危险区内掘进作业必要采用综合防治办法（涉及开采解放层、先抽后掘、预测预报、效果检查等），另行编制四位一体综合防突办法。使用重庆煤科院研制高底浓度甲烷传感器进行瓦斯监测，安设方式使用四轴专用监控电缆，超限报警后及时停止工作面作业，撤出人员，按瓦斯超限解决预案进行解决。入井人员必要按规定携带甲烷检测报警仪、自救器并随身携带。瓦斯抽放系统示意图（附图十三）。第四节综合防尘工作面使用水源在地面井口上方防尘水池，容量150m3，水压0.8mpa～3mpa，管路敷设4吋钢管入井，管路高度不低于1.8m，吊挂平直，每50m安设三通及阀门，管路上下间隔0.15m。在工作面刮板机头上方处安设一种喷雾，在工作面后方40m安设一组移动全断面水幕、回风交汇点前50m位置安设一组全断面固定水幕，保证雾化效果好能覆盖全断面。水袋按辅助隔爆棚(200L/m2)安设原则进行安装，安设在工作后方60～200m范畴内，此巷道设计长度为480m，按原则应安设1～2个棚区。工作打眼采用湿式打眼，并每孔使用水炮泥，放炮先后对工作面进行洒水降尘，装载时对煤岩进行洒水降尘，放炮前启动防尘水幕，打眼工配带专用防尘口罩。巷道内沉积煤尘长度不大于5m，厚度不得超过0.01289mm。定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周一次。防尘设施必要齐全有效，喷雾装置必要覆盖全断面且水压符合规定。防尘系统示意图（附图十四），第五节防灭火在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对砌碹或锚喷后巷道空隙和冒落处必要用不燃性材料充填密实，巷道临近火区、老空前必要探明状况，采用防止性充填等办法。巷道施工时，消防供水管路系统每隔50m安设一消防三通，在绞车房、硐室、三台以上开关地点、刮板运送机附近以便地点摆放灭火器与沙箱（不低于0.3m3）、防火铲等。第六节安全监控此工作面使用多台高低浓度KG9701A型甲烷传感器,一氧化碳、温度传感器，开停传感器。甲烷传感器安设位置：水仓、机电硐室、工作面、回风。一氧化碳传感器安设位置：回风。温度传感器安设位置：机电硐室，水仓。工作面甲烷传感器报警浓度1.0%,断电浓度≥1.0%,复电浓度＜0.8%,温度报警值30℃,一氧化碳报警值24ppm。安设位置：探头安设在顶板完好无淋水地点回风侧5m处，距离顶板0.3m，距离巷道帮0.2m。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要同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监测电工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线开关指定、接线端寻常维护，禁止将瓦斯电闭锁风电闭锁甩开不用。因瓦斯超限断电电气设备，都必要在瓦斯浓度降到规定值如下时方可人工复电。掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移,禁止将传感器放在风筒处直吹或是风筒破口处，禁止故意挪移和遮挡传感器。开停传感器安设在风机电源线上，两趟线路均安装。监测电缆与其他电缆间隔不少于0.2m。瓦斯电、风电闭锁必要能在超限时断掉整个掘进巷道内动力电源。各级管理人员、特殊工种下井时必要携带便携式甲烷报警仪，在其分管范畴内进行不间断监测，如发现瓦斯超限状况，必要进行解决。安全监测仪器仪表布置示意图（附图十五）。第七节供电采用地面双电源供电方式，一趟引自农网，一趟引自老教场35变电站。形成可靠双电源双回路供电。井下电器设备电压级别为660/1140，采用地面变电所500KVA变压器供电,井下设备全用选用矿用防爆型，井下水泵负荷预测二级排水，水泵使用45kw多级泵两台，刮板机功率45kw，风机负荷30kw*2，皮带机功率45kw，其他负荷预测使用5kw，同步使用最大功率215kw，能完全满足供电规定。各台设备单独按每kw1.2倍进行电气保护整定计算。供电系统示意图（附图十六）。第八节排水依照11轨道石门实测涌水量预测掘进工作面最大涌水量13m3/h。在二采区一区段溜煤上山中施工暂时水沟，通过水沟排往11运送石门流至三水平水仓，使用125D25×7多级泵，排水能力101m3/h，电机功率90kw，最大扬程200m，使用6吋焊管直接排水至地面净化池。排水系统示意图（附图十七）。第九节运送采用绞车配合固定侧卸式矿车运送，绞车型号JTP-1.6*1.2。运送线路为地面→老主斜井→三水平车场→11运送石门→工作面；工作面→11运送石门→三水平车场→老主斜井→地面。轨道使用暂时轨道。第十节照明、通信和信号井下掘进工作面与绞车房，调度室、监控室、车场、配电室等地点均有通讯联系，采用程控自动互换机，电话机型号为KTH13型号矿用本质安全型壁挂话机,调度室设立80门四位号调度互换台,通过通讯电缆敷设到井下各地点。掘进工作面提高、装载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光来回铃信号装置，照明采用ZBZ-4.0M型照明信号综合保护装置为电源，照明灯采用DG70-127B矿用隔爆型泛光灯。信号：一停、二提、三放、乱点为事故信号，岗位工人必要持证上岗，不能擅自离岗。照明、通信、信号系统示意图(附图十八)。

第六章劳动组织及重要技术经济指标第一节劳动组织采用钻爆法掘进，“三·八”工作制，所有职工必要执证上岗。劳动组织表工种出勤人数备注一二三共计队长11管理人员副队长11班长1113打眼支护工44412支护运料工1113刮板机司机1113特殊工种皮带机司机1113安全员1113瓦检员1113放炮员1113共计11111135

第二节作业循环为保证正规循环作业完毕，工作面施工必要依照劳动组织人员配备，合理安排工作时间，提高工时运用率。一、二、三班工序表工序时间/min12345678交接班及安全检查15打眼120装药、放炮30吹炮烟30找顶暂时支护55出矸170正式支护60

第三节重要技术经济指标重要技术经济指标表。序号项目单位指标备注1工作面长度M4802巷道净断面M28.33在册人数人354出勤人数人345出勤率%976循环进度M1.47日进尺M4.28月进尺M92.49循环率%7410单位材料定额元11炸药定额Kg11.712雷管定额个2613坑木小板定额M30.114竹笆定额张15放炮线消耗M816钻杆消耗风锤钻杆M0.05煤钻杆M0.217钻头消耗一字钻头个4煤钻头个118煤电钻消耗台0.0119风镐消耗台0.0520风锤消耗台0.0121水泥定额吨0.1522砂子石子定额M31.323支架定额架0.824锚索定额M6.225锚杆消耗M1426锚网定额M2827锚固剂节1827料石消耗M3

第七章安全技术办法第一节施工准备巷道在开工前15天前必要编制作业规程及巷道开口报告，提前报请矿总工程师、原料部生产技术部、安全通风部进行审核。审核完毕之后由以上部门现场进行中腰线、开口点、以及开口准备进行检查，待准备工作完毕之后下达开口告知单。在开口迈进行规程贯彻学习、签字。必要按照规程下发试卷，考试合格方可上岗作业，每月必要进行作业规程会审依照现场及时进行修改，每月必要贯彻学习。所有巷道必要单独编制作业规程，禁止套用、沿用其他工作面作业规程及办法进行施工。施工前，由项目部技术部门提前给出开门位置，标好中线，由公司生产技术部测量部进行核算，施工单位严格按线施工。开门前必要对支护和环境进行检查加固和清理。开门前应提前按设计规定，形成正规通风系统和其她系统，并能正常使用，同步准备各种支护材料及所需工具。开工前必要经矿、公司有关职能部门检查批准后，并且持有获批准开工报告方可施工。第二节一通三防通风管理工作面局部通风机安设位置按通风系统图所示，通风队应在现场标定，进风量不不大于局扇吸风量，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器，风机必要吊挂或置于专用局部通风机架上，并且距地面高度不不大于0.3m，两台局部通风机必要错开一定距离，且禁止安设在一条直线上。局部通风机吸风口附近10m范畴内禁止堆放杂物。局部通风机供电必要实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必要与其供风巷道内电气设备实行“风电闭锁、瓦斯电闭锁”，施工单位每天对“风瓦电闭锁”进行检查；掘进巷道内电气设备必要与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”，监控工区每天对“瓦斯电闭锁”进行检查，并有记录可查，保证其敏捷、精确、断电功能可靠。局部通风机必要保证正常运转，施工单位安设专职司机并严格执行现场交接班制度，且挂牌留名，任何人不得随意停开局部通风机。局部通风机应设专人监管，通风科需编制局部通风机管理制度。因检修或其她因素需要停电时，停电单位必要提前一种小班提出书面申请，并经矿生产调度会平衡、有关单位签字批准后，方可按申请规定停其中一路电源，当两路电源必要同步停时，施工单位必要提前告知通风队、机电队编制排放瓦斯办法及停送电办法，并经矿总工程师组织有关单位会审后，方可由施工单位提出停电申请。局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必要一方面检查瓦斯，只有停风区中最高甲烷浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%并且局部通风机及其开关附近10m范畴内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。停风区中甲烷浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，最高甲烷和二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯检查工必要报告矿调度室和矿总工程师，撤出停风区正常通风回风流中作业人员，切断回风流经巷道所有非本质安全型电气设备电源，请示矿总工程师，经批准后，方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超过1%限量原则进行排放，排放时通风队必要安排干部现场指挥。排放期间，通风队现场负责人安排专人检查第一汇风点瓦斯。停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，瓦斯检查员及时撤人并报告矿调度室和总工程师，通风科必要编制安全排放办法，报分公司由专职救护队进行排放。暂时停工地点不得停风，否则必要切断电源、设立栅栏、揭示警示，禁止人员入内，并向矿调度室报告。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3%或其她有害气体浓度超过规定不能及时解决时，通风区必要在24h内封闭完毕。井下停风地点栅栏外风流中瓦斯浓度每小班至少检查一次。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，拐弯处必要设弯头，禁止拐死弯。风筒出口距工作面不不不大于5m，且迎头必要有两节备用风袋。通风队要加强通风系统管理，保证通风系统稳定可靠，局部通风机禁止发生循环风。掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时必要停止作业，切断电源，并采用办法进行解决。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必要及时停止作业，切断电源，并采用办法解决当工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%，回风瓦斯达到1%时，必要停止工作，撤出人员，切断电源并采用办法进行解决。电动机及其开关安设地点附近20m范畴内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必要停止工作，撤出人员切断电源，并采用办法进行解决。掘进工作面及其回风巷道内体积不不大于0.5m3空间，积聚瓦斯浓度达到2%时，其附近20m范畴内必要停止作业，撤出人员，切断电源，进行解决。因瓦斯浓度超过规定而被切断电源电气设备，必要在瓦斯浓度降到1.0%如下时，方可人工手动复电。掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必要停止作业，切断电源、撤出人员、报告矿调度所，查明因素，并制定办法进行解决。工作面必要安排专职瓦斯检查员，经常检查工作面瓦斯状况；瓦斯浓度超过规定期，瓦斯检查工及时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。掘进工作面施工时，迎头必要悬挂便携式甲烷检测仪，不间断开机使用。瓦斯浓度达到1.0%时，及时停止作业。通风队必要安排瓦斯检查员对掘进工作面钻场、避难硐室挂风障，保证通风良好；并设点检查，每班检查、报告次数不少于一次，发现问题要及时报告，并采用解决办法。防突队施工钻孔时，必要在施工点悬挂甲烷便携仪。当瓦斯浓度超过上述规定期，必要停止工作、切断电源，报告矿调度室；抽放钻孔施工结束后，必要及时合茬抽放，不用抽放孔应及时封堵，禁止孔内瓦斯涌入掘进巷道。当工作面前方遇有地质构造时，项目部应提前30m向施工单位下地质预报，通风队、防突队接地质预报后，应采用加强瓦斯检查、加强防突预测预报、调节钻孔数量和参数、提高抽放、卸压效果等办法，防止瓦斯超限及煤与瓦斯突出。过地质构造带管理地质人员应经常进一步井下，理解工作面地质变化状况，掌握抽排区打钻遇到构造状况，及时分析、总结、修正地质资料。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、矿生产技术科报告。矿调度要告知关于单位及人员进行现场签字，制定针对性办法，保证过地质构造期间安全。防突队要严格按设计参数施工钻孔，瓦检工、安监员、生产单位班队长要对打钻质量、打钻深度进行有效监督；通风队随时组织抽查，发现问题要严肃解决，并纠正。防突队在钻孔施工过程中发现喷孔、顶钻等状况，要及时报告矿调度室、通风队。监控室要实行不间断瓦斯监测，发现掘进工作面瓦斯涌出异常以及瓦斯浓度达到0.8%时，要及时断电，并报告矿调度室，查明因素。过地质构造异常带时，施工单位必要及时编制有针对性安全技术办法，加强顶板管理，防止大面积片帮、冒顶，引起瓦斯超限。巷道贯通和过异常区必要重新编制专门针对性办法。综合防尘安全管理技术办法。施工队每天必要设专人对整个掘进巷道及出货系统冲洗一次。各转载点喷雾齐全、正常使用，并及时清除浮煤。通风区在距工作面50m范畴内安设3道净化水幕，放炮前正常启动，保证水压不不大于4MPa。通风队必要在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，第一列水棚距工作面60～200m，水量不不大于200L/m2，水袋总数不少于48个；棚间距1.2～3.0m，安设后要经常加水、维护、保证水量充分。通风队应定期采集各作业工序粉尘样品测定，并按《煤矿安全规程》规定定期进行游离SiO2含量测定。当粉尘中游离SiO2含量不不大于10%时，总粉尘浓度不得超过2mg/m3，当粉尘中游离SiO2含量不大于10%时，总粉尘浓度不得超过10mg/m3，呼吸性粉尘浓度符合规定。加强个人防护，进入工作面作业人员必要佩戴防尘口罩。防灭火安全管理技术办法。工作面禁止存储煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备棉纱、布头等用后必要装入铁桶内密封，回收至地面，禁止随意丢放。工作面所剩各种油脂物质必要密闭回收至地面，禁止随处泼洒。掘进过程中如发生冒顶，除需要架木垛或采用其她管理办法外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面告知通风队及关于单位做防灭火工作。通风队应及时预设观测孔和办法孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度状况，发现异常，及时报告解决。通风队应对发现一氧化碳或高温点区域实行注水降温、注凝胶充填等办法，防止高冒区自然发火。任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯状况，及时采用一切也许办法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应及时按《矿井灾害防止与解决筹划》告知关于人员组织急救灾区人员和实行灭火工作。矿值班调度和在现场队长、班组长将所有也许受火灾威胁人员及时撤至安全地点，并组织人员运用一切工具、器材进行直接灭火。电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必要使用黄沙或干粉灭火器灭火。在急救人员和灭火过程中，矿值班调度必要指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其她有害气体和风向、风量变化，同步必要采用防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒安全办法。在三台及以上开关点、机电硐室、水仓处存储黄沙不不大于0.5m3，2个干粉灭火器。第三节顶板开口管理。二采区一区段溜煤上山交岔点采用锚索网支护，交岔点区域每排施工两根锚索，开口端施工U型钢棚后，及时施工一排锚索，加强顶板支护，施工后依照顶板状况，采用暂时锚杆支护或点柱支护。暂时支护。禁止空顶作业，掘进巷道必要架设暂时支护。锚网索巷道打顶部锚杆眼时必要使用点锚杆作为暂时支护，每排使用3根，规格为直径20mm等强度锚杆。敲帮问顶制度。必要坚持敲帮问顶制度，禁止空顶作业，每次进入工作面前，班长或跟班队长必要对工作面顶底板安全状况进行一次全面检查，确认无安全隐患方可入内，打顶部锚杆眼前，必要由有经验工人站在安全地点用长柄工具找尽危岩、浮矸。锚杆眼施工应符合下列规定：（1）按作业规程规定期间排距施工，锚杆至迎头间距必不大于锚杆设计排距。（2）必要敲帮问顶，撬掉活矸对有也许发生冒落位置附近，施工眼前必要进行暂时支护再打眼，钻眼时应按事先拟定眼位标志处钻进，钻完后应将眼内岩粉和积水吹（掏）净。（3）锚杆眼应做到当班眼当班锚，施工一种眼锚一种眼。（4）锚杆眼必要按规定角度析打眼，不得沿顺层面、裂缝施工眼。（5）使用树脂锚杆应用防护手套，未固化树脂药包和固化剂具备毒性和腐蚀性、避免与皮肤接触。破损药包，应及时解决，禁止树脂药包接触明火。（6）对使用锚杆下井前应抽样进行拉力实验。施工人员通过培训，熟悉锚杆钻机性能和用法及注意事项，并严格按操作规程操作。顶部锚杆跟或安装锚杆时，必要在有暂时支护办法下进行，禁止空顶作业。用¢18mm钻头及配套钎杆打眼。锚杆药搅拌时间为20～30S,锚索药搅拌时间为30～40S。槽钢棚必要紧贴煤岩壁，未接触某些必要使用不燃材料垫实。张拉锚索时，千斤顶下方45º范畴内禁止站人。安装锚杆锚索时，药卷必要送到孔底方可搅拌。如有失效报废锚杆、锚索、必要及时补充。禁止使用过期锚固剂，禁止少装药或使用不合格锚杆。帮部可滞后1～2排进支护，锚索可滞后五排进行支护，如果顶板破碎，锚索必要紧跟迎头，采用¢20mm×2500mm锚杆进行超前支护。锚杆螺丝必要上紧，扭矩力顶部不不大于150N·m帮部不不大于100N·m并派专人对锚杆进行二次紧固。当掉顶高度不大于200mm、宽度不大于400mm时，应采用槽钢棚与金属网之间加各种木垫板保证钢带与顶板接上颈;当顶板掉顶高度不不大于200mm、宽度不不大于400mm时，应在之充填水泥板等贴紧顶板。施工期间不得使用顶板锚杆，锚索起吊重物，（必要使用时另行编制办法报批矿总工程师后方可执行）。施工期间工作面应具备有20架U型棚以备急用。经常观测巷道变化状况，如有损坏严重地方必要及时加强支护。金属网必要拉直绷紧。顶部锚索托盘必要使用10号铁丝系在顶部金属网上。施工单位要配备足够合金钢钻头。地质部门要及时提供顶、底板岩性质料，以便及时修改支护设计方案。锚杆支护监测：（1）锚固力监测。锚索网支护形式，锚固方式为端头锚固，锚索锚固力不不大于180KN。对锚杆锚固力检测工作实行施工单位自查，但不得低于90KN，职能部门每月组织专人进行抽查。对锚固力不合格锚杆、锚索应及时补充，保证锚杆支护效果。（2）巷道顶板离层监测，如变形量大时每隔100m安装一种顶板离层批示仪。离层批示仪应安设在巷道其深基点应固定在锚杆上方较稳定岩层中，浅基点应固定在锚杆端部位置,巷道经钢尺测量变形量不大时可以不安装顶板离层批示仪。（3）巷道顶底板、两帮相对移近量监测。每隔200m设立一处巷道顶底板和两帮相对移近量监测点。（4）寻常观测。各监测站由技术科指引生产单位安设，施工单位贯彻专人负责，新安设观测站每天进行一次观测，后来每周进行一次观测，观测数据及时上报技术科，由技术科及时记录、分析、形成报表，报送关于领导、职能部门及生产单位，以便掌握工程状况，并优化设计方案，保证安全生产。（5）依照观测信息反馈状况，巷道各观测站数量可以恰当减少。（6）施工单位必要贯彻专人监护巷道支护状况，发现断锚、断索、退索、围岩异常等现象，要及时报告技术科、调度因此及关于领导，以便及时采用办法，保证安全。（7）本地质条件变化时，要采用相应办法，及时修改支护参数或变化支护形式。巷道过断层、破碎带或遇地质构造时顶板管理。（1）技术科必要在异常带前30M，下达告知单。（2）巷道过断层、破碎带或其她地质构造带时应重新编制专门安全技术办法。（3）过断层、破碎带或其她地质异常带时，加强顶板管理，架棚巷道恰当缩小棚距，接实帮顶：锚网支护巷道应套架棚来固定顶板；加强通风瓦斯检测；采用必要防透水办法。第四节爆破爆破工作人员必要依法通过专门技术培训，考试合格、获得特种作业人员资格证书后，方可持证上岗。爆破工必要是专职。爆破工作人员必要熟悉爆破器材性能和《煤矿安全规程》中关于条文规定。接触爆破材料人员应穿棉布或其她抗静电衣服，禁止穿化纤衣服。下井前要领取符合规定发爆器和爆破母线等，不符合规定发爆器材不准下井使用；下井时必要携带便携式甲烷检测仪；必要严格执行爆破器材领退等管理制度。在煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层中，专职爆破工工作必要固定在一种工作面。在掘进工作面，必要使用获得产品允许证煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段延期时间不得超过130毫秒。不同厂家生产或不同品种电雷管，不得掺混使用。发爆器必要统一管理、发放，定期校验发爆器各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定禁止使用。必要严格执行“一炮三检”制度，实行“三人连锁爆破”和“三保险”制度。在有瓦斯或有煤尘爆炸危险掘进工作面，应采用毫秒爆破；并应采用全断面一次起爆，不能全断面一次起爆，必要采用安全办法。在高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域掘进工作面采用毫秒爆破时，若采用反向起爆，必要制定安全技术办法。用爆破办法贯通井巷时，必要严格遵守作业规程关于规定。禁止糊炮、明炮和短母线爆破。在高瓦斯或煤（岩）与瓦斯突出以及有冲击地压掘进工作面爆破，必要制定并严格执行特殊安全办法。爆破材料运送到工作地点后，必要把炸药、电雷管分开存储在专用爆炸材料箱内，禁止乱扔、乱放。爆炸材料箱必要放在顶板完好、支护完整，避开机械、电气设备及通风良好地点，并应放在挂有电缆、电线巷道另一侧。爆炸材料箱要加锁，钥匙由爆破工随身携带。爆破时必要把爆炸材料箱放到警戒线以外安全地点。爆破前需准备好够全断面一次爆破用引药和炮泥以及装满水水炮泥，并整洁放置在符合规定地点。检查发爆器与爆破母线。发爆器要完好可靠，电压符合规定；爆破母线长度符合伙业规程规定，并无断头、明接头和短路，绝缘包皮有破损处时应进行解决。火工品运送时必要按如下规定运送：电雷管和炸药必要分开运送。交接班、人员上下井时间内，禁止运送火工品。禁止将火工品存储在井口房、井底车场或其她巷道内。放炮连线及装药办法按设计图操作，详见（连线示意图）及（装药构造示意图）。爆破工必要按下列顺序进行操作：装配引药→检查瓦斯→装药→封泥→检查瓦斯→敷设爆破母线→警戒→爆破→爆破后检查瓦斯、支护→解决拒爆、残爆。对掘进工作面进行全面检查，发现问题应及时解决。有下列状况之一时，不准装药：（1）掘进工作面空顶距离超过作业规程规定，支架损坏，架设不牢，支护不齐全。（2）爆破地点20米以内，矿车、未清除煤、矸或其她物体阻塞巷道断面三分之一以上时。（3）装药地点20米以内煤尘堆积飞扬时。（4）装药地点20米范畴内风流中瓦斯浓度达到15%时。（5）炮眼内发现异状、温度骤高骤低，炮眼浮现塌陷、裂缝，有压力水，瓦斯突增等。（6）工作面风量局限性或局部通风机停止运转时。（7）炮眼内煤（岩）粉末清除干净时。（8）炮眼深度、角度、位置等不符合伙业规程规定期。（9）装药地点有片帮、冒顶危险时。（10）发现瞎炮未解决时拒爆、残爆解决。解决拒爆、残爆时，必要在班组长指引下进行，并应在当班解决完毕。如果当班未能解决完毕，当班爆破工必要在现场向下一班爆破工交接清晰。解决拒爆时，必要遵守下列规定：通电后来拒爆时，爆破工必要先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定期间（使用瞬发电雷管时，至少等5分钟；使用延期电雷管时，至少等15分钟），才可沿线路检查，找出拒爆因素。由于连线不良导致拒爆，可重新连线起爆。在距拒爆炮眼0.3米以外另打与拒爆炮眼平行新炮眼，重新装药起爆。禁止用镐刨或从炮眼中取出原放置起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无论有无残存炸药禁止将炮眼残底继续加深；禁止用打眼办法往外掏药；禁止用压风吹拒爆（残爆）炮眼。解决拒爆炮眼爆炸后，爆破工必要详细检查炸落煤、矸，收集未爆电雷管。在拒爆解决完毕此前，禁止在该地点进行与解决拒爆无关工作。第五节防治水水窝布置及规格：水窝设在掘进巷道低洼处，水窝规格尺寸（长×宽×高）为1.5m×1.5m×1.0m木垛盘支护。泵水设施及选型：掘进期间每一水窝处设1台风泵和1台11KW电泵,其中1台使用、1台备用，保证排水量不低于13m3/h。排水管路布置：掘进巷道内布置一路4寸专用主排水管，连通处加闸阀。掘进期间，加强采空区水文地质调查，坚持贵州省“有掘必探,先探后掘”原则,发既有透水预兆时及时停头,并采用办法探放采空区水体。掘进工作面应依照该面最大涌水量配备排水设备,并保证排水系统畅通且能正常运营。排水管路连接及管路寻常维护、闸阀清理和更换要及时。各排水点（水窝处）要有两台泵交替使用，并有1台完好备用泵，所有排水泵用软管主排水管路连通，连通处设闸阀。水泵司机现场交接班，每班交接前必要对所负责排水系统巡视一遍，一旦发现异常状况、必要及时向矿调度室报告，以便组织关于单位迅速采用办法进行解决。坚持贵州省“有掘必探，先探后掘”规定。发现异常征兆时，必要采用解决办法，施工中发既有透水征兆，如工作面浮现挂红，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，必要停止作业，采用办法，报告调度所，如状况危急，必要撤出所有受威胁地点人员。掘进巷道受水威胁、撤出人员安全技术办法。阐明当掘进工作面遇有下列状况之一时，必要有疑必探、先探后掘安全技术办法。(一)接近水量大含水层。(二)接近导水裂隙、断层。(三)接近被淹井巷、老空。(四)接近矿井隔离煤柱。(五)掘进过程中发既有透水预兆。探放老空积水时，加强防突水及对有害气体检查和防护安全技术办法。其她防治水安全技术办法。第六节机电认真管理好各种机电设备，检修制度化，维护正常化。掘进巷道轨道铺设，轨距误差±5mm，轨道接头间隙不超过±5mm，内错差不不不大于±2mm，轨枕间距不不不大于1m，构件齐全、紧固有效、铺设要平、稳、直，构件齐全。禁止电器失爆、失保、禁止带电检修、搬迁电气设备（含电缆）、检修或搬运前必要切断电源，并用同电源电压相适应验电笔验电，开关打到停止位置并加锁闭，并悬挂“有人工作，禁止送电”停电牌。井下漏电保护风电瓦斯闭锁、煤电钻及照明综合保护装置必要专人负责维修，保证其可靠。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）、“两全”（电缆悬挂整洁、设备整洁整洁）、“三全”（防护装置全、绝缘用品全、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）。各类司机和机电工持证上岗。“五小”设备上板，电气设备上架。禁止人员爬蹬矿车。禁止机电人员违章作业，禁止非电工人员打开各种电气开关违章作业。井下电缆必要吊挂整洁，消灭脱钩、铁丝吊挂、埋压现象，杜绝电缆冷接头。井下任何人员禁止擅自拆卸矿灯。施工单位要加强机电设备防止性检修，认真贯彻检修责任，按筹划检修到位，保证机电设备正常运营。保证机电设备备件可靠供应，减小事故时间。刮板运送机操作应按如下：检查刮板运送机机头，电机，减速器，防护罩等与否完好齐全，紧固牢固。理解机尾滚筒，传动轴，支撑轴注油状况，并适时注油。检核对轮销与否齐全，保险销与否合格，大小链松紧度与否适当，变速箱油量和油质与否符合规定。检查液压连轴节油量及油质与否符合规定，易熔合金塞与否完好，禁止用它物取代。检查动力橡套电缆和信号电缆与否有挤伤或损坏现象。检查操作系统与否敏捷可靠。及时解决机头和机尾浮煤和浮矸，设备完好保持清洁卫生。刮板运送机启动时，必要按信号进行操作。刮板运送机如果负荷大启动困难时，可间断启动1—2次，每次启动不得超过15秒，仍启动不起来，必要停机解决。运营过程中，要经常检查电机温度和运送机运营状况，发现电机温度较高及运送机有异常状况时，要及时停机解决。遇到异常状况应及时停机解决。禁止用溜子运送各种材料。大链出槽时，不准用手扶、脚蹬办法开机复位。禁止溜子在运营时人员蹬溜代步。溜子运营中，若发既有大煤矸或其他杂物时，必要及时停机，解决好后再开机。第