开切眼掘进作业要求

1、第一章 概 况 表1巷 道 名 称11907开切眼巷道设计断面7.77（）巷道坡度（0）沿煤工程量（m）190m巷道位置与煤（岩）层、相邻巷道的 关系巷道布置在19#煤层中。巷道服务年限2（月）巷道的用途回采预计开工时间竣工时间施工中的特殊 要求与说明施工中局部受F断层影响，出现派生小断层，可能压力大、发生片帮现象。片帮宽度达到400mm补打锚杆。层间夹石在1.0m一下时，可与顶层同时开采，超过1.0m时，沿底分层掘进。设计依据采区设计说明书批准时间：2007年7月地 质 说 明 书批准时间：2007年7月矿压观测资料 断层附近压力集中其 它技 术规 定施工中每隔50设置一个顶板离层观测点 附

2、图 1 巷道布置工程平面图 附图 2 井上下对照图第二章 地面相对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2表 2 地面相对位置及邻近采区开采情况表水平名称-346 采 区 名 称中央采区地面标高（m）+27井下标高（m）-300-305地面的相对位置及水体建筑物影响地面为三家子乡水田地及农田。邻近采区、巷道的层间情况及影响无老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响无 第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征一、煤（岩）的基本情况 该煤层赋存比较稳定，煤层厚1.62.3m，该煤层为黑色半亮型，块状、性脆、节理较发育。 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘

3、爆炸指数（见表3）表3 影响施工的其它地质情况表瓦 斯0.43m3/minCO20煤尘爆炸指数51.7%煤的自燃倾向性易自燃地温危害无三、巷道围岩技术特征（见表4）表4 巷道围岩岩性特征类别表顶底板名 称煤（岩）名称厚度（m）硬度（f）煤（岩）特 征类别顶 板老 顶中砂岩181.06浅灰色、泥质类直接顶粉砂岩或泥岩2.10.84浅灰色、泥质胶结类断 面煤19#1.6-2.31.33半亮煤直接底粉砂质泥岩0.8-01.23性脆，吸水膨胀底 板直接底粉砂质泥岩3.3-4.30.84性脆，吸水膨胀基本底煤和细砂岩2.61.06第三节 地质构造一、巷道煤(岩)层及断层产状参数（见表 5） 二、应力集中

4、区对施工的影响1、瓦斯涌出量增加。2、巷道发生片帮、顶板压力增加。附图 3 煤岩层综合柱状图表 5 巷道煤(岩)层及断层产状参数表名 称走向（）倾向（）倾角（）性质落差（m）导（含）水性对掘进的影响程度F1405055正断层14弱导水有一定影响第四节 水文地质一、水文情况：该区预计最大涌水量小于0.1m3/min。 二、安全隔水层厚度计算 无。 三、探放水措施： 无 第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置 一、巷道布置参数表（见表 6 ）巷道名称 11907开切眼层 位19#水平标高-305m工 程 量190m坡 度沿煤层顶板中 腰 线中心由测量定开口位置11907运输顺槽方 位 角

5、143方位变化情况二、巷道施工顺序：11907开切眼开口位置位于11907运输顺槽910号测点前62m处，按143方位、计施沿煤层顶板施工，预计施工190m止。三、特殊地点的施工：1、11907开切眼开口位置采用锚网、锚索联合支护，锚杆间排800mm,锚杆长度2000mm拉门点附近10m范围内锚索间距1800mm,排距2500mm。锚索长度6600mm,锚索有效长度6300mm。锚杆、锚索垂直顶板布置。附图4 巷道剖面图 附图 5 巷道开口大样图第二节 矿 压 观 测一、矿压观测内容、方法：该施工巷道要进行顶板离层观测，锚杆和锚索载荷监测，观测内容、目的、手段见表7表7 矿压观测内容、目的、手

6、段一览表序号观测内容观测目的观测手段1顶板离层监测顶板稳定状况，及时采取安全措施离层指示仪2锚杆受力监测锚杆强度是否合适，以调整密度锚杆拉力器3螺母拧紧力矩检查锚杆安全质量扭力扳手顶板离层监测每隔50m设置1处，螺母拧紧力矩每班必须抽查。每隔2030做一次锚杆拉力试验。二、数据处理：所观察的数据资料与设计不符时，应及时补充或修改设计。第三节 支 护 设 计 一、巷道断面（见表8） 表 8 巷 道 支 护 形 式 表 单位 ： 度 或 巷道名称断面形状支护形式规格尺寸迎山角荒断面净断面11907开切眼矩形锚网、索3700全煤高附图 6 巷道支护断面、平面图（1：50）二、支护方式（一）临时支护：

7、采用2根超前探梁护顶，前探梁用15Kg/m钢轨制成长度3.0 m,用特殊加工架子架设。用道木刹严顶板，道木规格（长宽高）为1200 mm200 mm150 mm。两根前探梁间距为1600。放炮或掘进机切割后，前探梁要及时窜至掌子头，人员必须站在有支护的地点作业。（二）临时支护与永久支护间的距离：临时支护与永久支护间的最大距离为1000、最小距离为200。（三）永久支护： 1、锚杆长度计算L： L = L1+L2+L3 =0.05+1.5+0.3=1.85（m） 式中：L 锚杆长度 m；取2.0m L1 锚杆外露长度m；取0.05 mL2 由PHD2型声波检测仪测定巷道围岩松动圈，m；取1.5

8、mL3 锚杆锚固长度，m；取0.3 m2、锚杆间距、排距计算：D0.5L=0.52.0=1.0m式中：D 锚杆间排距，m； 取0.8m L 锚杆长度，m； 取2.0m3、锚杆直径d的确定d=L/110=2000110=18.2（mm）4、锚杆锚固力Q的确定Q=KL2D2r=2.51.50.822.289=5.49(t)式中：Q 锚杆长度 m；取2.0m K 锚杆安全系数；取2.5L2 锚杆有效长度，m；取1.5 mr 视密度，m3/t；取2.289 m3/t5、锚杆的选择HRB335左螺旋等强度锚杆，L=2.0m,=18mm。承载能力5.49（t），所选锚杆参数满足设计要求。6、锚索长度计算L

9、： L = 1.5B+L0 =1.53.7+0.35=5.9（m） 式中：L 锚索长度m；取5.9m B 巷道净宽m；取3.7m L0 锚索外露长度m；取0.35 m7、巷道支护设计（1）、设计方法根据珲春矿区煤岩基础数据测定与锚杆支护技术研究。（2）、11907开切眼支护设计11907开切眼巷道断面采用锚网、锚索、钢带联合支护，巷道规格（净）： 3700全煤高（宽高）。当煤层厚度变薄时，荒高为2400mm、净高为2100mm。（3）、根据计算，锚杆间距、排距分别为800。 锚索布置形式采用五花眼，排距2500，间距1800，锚索长度5900，锚索有效长度5550。附图 7 前探临时支护平面图

10、、剖面图（1：50）第四节 支 护 工 艺 一、支护工艺及要求1、锚杆、锚索联合支护：（）、锚杆采用左螺纹预制拉力锚杆，锚杆长度2000（靠近底板的一排帮锚杆长度为1000），直径21，间排距800。每根锚杆采用2节CK2335超快速树脂药卷，顶部锚杆扭距不低于140NM，锚杆预紧力不低于6t，帮部锚杆扭距不低于100NM，锚杆预紧力不低于4t。锚索采用15.5钢绞线，有效长度为5550，每根锚索采用2节CK2335超快树脂药卷和2节Z2335中速树脂药卷，锚索布置形式采用五花眼，间距1800，排距2500，锚索预紧力不小于10t。施工锚杆眼采用28mm钻头按钢带孔位施工，锚杆施工长度1900

11、，（靠近底板的一排帮锚杆施工长度900），锚索施工长度5550、锚索外漏长度350mm。帮、顶部菱形金属网规格9004200，采用10#铁丝编制。顶网横向铺设，帮网纵向铺设，网与网之间采用连接形式，连网扣间距200，用14#铁线双股拧紧，网的铺设要有一定的涨紧力。二、工艺安排与要求1、打锚杆眼 施工顶板锚杆眼：采用两台锚杆钻机，28mm钻头按钢带孔位由巷道两帮向中间施工1900深钻孔。两侧锚杆要顶板法线成75角度，其余与顶板垂直。施工帮部锚杆眼：采用两台风钻，28mm钻头按钢带孔位由上向下施工锚杆眼。两肩角锚杆仰角15，其余与煤壁垂直。两帮同时施工。2、安装锚杆 a、安装顶锚杆（1）、向顶锚杆

12、眼装入CK2335树脂药卷，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（2）、用搅拌接头将钻机与锚杆变头连接起来，然后升起钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌15S后停止。（3）、60S后铺设金属网、钢带、上托盘，采用人工加扭的方式，将扭矩至140NM以上。b、安装帮锚杆：（1）、按设计部位施工巷道帮锚杆孔：采用2000mm长风钻钻杆，28mm钻头打1900mm深钻孔。（2）、送树脂药卷：向锚杆孔装入2节CK2335，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。（3）、搅拌树脂：用连接套将风钻与锚杆连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动风钻边搅拌边推动，推入孔底搅拌15S后停止搅拌

13、。（4）、安装锚杆：60S铺设金属网、钢带，上托盘，采用人工加扭的方式，将扭矩至100NM以上。（5）、顶、帮锚杆托盘必须紧贴岩壁。当巷道顶板比较完整时，除顶板锚杆支护紧跟工作面外，两帮锚杆支护可以滞后工作面5个排距。当顶板破碎、压力大时，两帮锚杆紧跟工作面。C、安装锚索（1）、当巷道顶板比较完整时，炮掘时，锚索滞后工作面不准超过15m；综掘时，锚索滞后工作面不准超过25m；当顶板破碎、压力大或顶板出现淋头水时，锚索2.5m一对，紧跟工作面。（2）、安装顶板锚索。施工顶板眼：施工眼深度5550mm。送树脂药卷：自孔内装入2节CK2335和2节Z2335树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。

14、搅拌树脂：用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，停止钻机，搅拌20-30S后停机，但继续保持锚杆机的推进力约3min，然后可缩下锚杆机。张拉钢绞线：1015min后张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为10t。安装完毕，进入下一个循环。 三、巷道工程质量表9 巷道工程质量规定表项 目允许偏差巷道净宽（中宽）3700中心至任意一帮距离合格-50+150优良0+150巷道净高（中高）全煤高荒高不低于2400mm合格-30+150优良0+150锚杆扭距/NM顶140符合设计帮100符合设计锚杆排间距顶800100帮800100锚杆锚固力KN顶60合格：

15、最低值不小于设计值的90%。优良：最低值符合设计值。帮40锚杆角度/符合设计要求，误差不超过10锚杆外露长度/1550露出托板50中间锚索间排距/21002500100锚索锚固力/kN200符合设计锚索外露长度/350符合设计四、支护工艺流程1、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）敲帮问顶打眼装药加固支护放炮敲帮问顶临时支护施工锚杆眼安装锚杆收尾整理工程质量2、安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）掘进机切割敲帮问顶临时支护施工锚杆眼安装锚杆收尾整理工程质量第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法一、巷道施工方法1、先炮掘后综掘。2、一次循环进度0.8m。 3、最大空顶距1.

16、0m，最小空顶距0.2m。二、凿岩（煤）方式凿岩方式：初期采用钻眼爆破 ，后期采用掘进机破岩。附图 8 设备布置示意图 附图 9 掘进机截割顺序示意图 第二节 爆 破 说 明 书一、 爆破作业方式 （见表10）表10 爆 破 作 业 方 式 表巷道断面不低于7.77m2通风方式压入式顶板情况较稳定瓦斯含量0.9m3/min掏槽方式楔形掏槽炸药种类2号煤矿许用铵锑炸药打眼机具风钻或水电钻雷管型号1-5段毫秒延期电雷管装药结构正向装药联线方式混联循环进度800起爆方式正向爆破火工品消耗13.69Kg/m炮眼利用率90% 二、爆破说明（见表11），炮眼布置（见附图 8、附图 9）表11 爆 破 说

17、明 眼号炮眼(m、个)装药量角度(0)封泥长m爆破 顺序名称眼 深眼 距个 数抵抗线kg/孔合计kg水平垂直左右仰俯1-2掏槽眼1.01.020.60.61.2700.613-4掏槽眼1.01.020.60.61.2700.615-10辅助眼0.80.860.50.452.7850.5211-16扩槽眼0.80.4560.50.31.80.5317-29周边眼0.80.45130.50.151.950.5430-36底 眼0.80.4570.50.32.10.55附图 10 炮眼布置图 附图 11 装 药 结 构 示 意 图第三节 装运煤（岩）方式 一、装煤（岩）方式初期采用人工装货，后期采用

18、掘进机装岩。 二、运输方式1、初期运输方式：工作面刮板输送机11907运输顺槽皮带煤库原11907运输顺槽3号皮带1号皮带煤库主井2、后期运输方式：工作面掘进机刮板输送机11907运输顺槽皮带3号皮带1号皮带煤库主井 三、设备及工具配备情况 （见表12）表 12 设备及工具配备情况表 序号设备、工具名称规格型号单位数量备 注1掘进机EBZ160台12刮板输送机SGB620-40T台23风钻ZFS15台24锚杆机MQZ-100台35尖、平锹把36尖锤把2 四、管线、轨道敷设、设备及工具配备1、电缆吊挂在巷道的左帮，距底板1.25m以上，并且平、直，每3m一个钩，严禁用铁丝吊挂。风、水管路吊挂在巷

19、道右帮，距底板400，间距300，要求平直，不得有流线型漏水。第五章 生 产 系 统第一节 一通三防一、工作面通风（一）选择通风方式、通风设备、设施1、通风方式：局扇压入式通风2、通风机供电安全保护： 采用过流、漏电、接地供电保护装置。（二）掘进工作面风量计算 1、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100qK掘通（m3/min）式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m3/min； Q掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量，m3/min；取0.43； K掘通瓦斯涌出不均衡系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）；取1.13；则Q掘=100q

20、K掘通=1000.431.13=48.6 m3/min。2、按局部通风机实际吸风量计算需要风量：煤巷（半煤岩巷）掘进：Q掘= Q局Ii600.25 S（m3/min）；S取7.77 m2；Q掘局部通风机实际吸风量，（m3/min）。安设局部通风机的巷道中的风量，除了满足局部通风机的吸风量之外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速（岩巷不小于0.15m/s,煤巷和半煤岩巷不小于0.2m/s），以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数；煤巷（半煤岩巷）掘进：Q掘= Q局Ii600.25 S=210600.257.77=32

21、6.6 m3/min。3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风4 m3/min：Q掘4N（m3/min）式中：N工作面最多人数，人；则Q掘4N=415=60 m3/min。4、按炸药量计算：每kg炸药供风253/min（硝铵炸药）：Q掘25A（m3/min）；式中：A1次爆破炸药最大用量，kg；取5.2 kg；Q掘25A=255.2=130 m3/min取掘进工作面风量为160 m3/min5、按风速进行验算：煤巷（半煤岩巷）最低风量：Q岩掘600.25S掘 （m3/min）；式中：S掘掘进工作面的断面积，m2； 煤巷（半煤岩巷）S取7.77 m2； 煤巷（半煤岩巷）最低风量：Q岩掘

22、600.25S掘 =600.257.77=116.6 m3/min；由于116.61602088，则掘进工作面风量为160 m3/min 正确。（三）局部通风机的选型根据以上计算局部通风机选用型号FBDNO5/7.52型，实行“双风机、双电源”且能自动切换。（四）局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点：局部通风机安设在11907运输顺槽门子口以外10m处为工作面送风。 2、通风系统：新风：副井-420井底车场轨道上山南翼集中运输巷原11907运输顺槽第三联络巷原11907回风顺槽局部通风机及风筒11907运输顺槽工作面乏风：工作面11907运输顺槽原11907回风顺槽南翼集中回风巷

23、回风上山主井附图 12 通风、消防供水管路系统示意图二、瓦斯防治1、工作面临时抽放瓦斯系统无。2、瓦斯防治措施（1）、认真执行“一炮三检”制。（2）、瓦斯探头设置两枚，一枚设置在距迎头5内风筒对侧，距顶板不大于300，距帮不小于200，另一枚设置在距回风口1015处。（3）、瓦斯员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度。瓦检员每班至少检查三次，并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录。瓦斯员每次检查结果通知现场工作人员。瓦斯超限，瓦斯员有权停止作业，撤出人员至安全地点。（4）、必须配备专职瓦斯员。（5）、如风筒出口风量难以稀释瓦斯涌出量时，必须换大风机（15KW以上）。三、综合防尘1、综合防尘设施（1）、

24、各转载点设喷雾洒水装置。（2）、工作面必须有完善的洒水系统，距迎头50设置净化水幕，并且炮掘工作面，距工作面2030m处必须设置爆破喷雾装置，爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min，爆破前、后煤（岩）头必须洒水。（3）、掘进机使用内外喷雾装置。（4）、工作面巷道必须定期冲刷，不准有堆积。2、综合防尘系统消防水池主井东大巷轨道上山南翼集中回风巷原11907回风顺槽11907运输顺槽工作面四、防灭火 （一）相邻采区、相邻煤层、临近巷道火区情况无（二）采取预防性措施无（三）防火系统（说明防灭火器材的存放方式和地点等）1、11907开切眼应每隔50m设置洒水支管和阀门。2、井下使用的机油和变压

25、器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押送至使用地点，放置在适当位置，并设2个灭火器和1个砂箱。3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，用过的也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不准乱扔、乱放。严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。4、如工作面或巷道内着火时，根据火情，应首先用直接灭火方法（如用灭火器，用水扑灭等）。在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火。封闭火压前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。防火系统：消防水池主井东大巷轨道上山南翼集中回风巷原1190

26、7回风顺槽11907运输顺槽工作面第二节 压 风 系 统一、掘进工作面风源，压风方式风源来自地面固定压风机。二、空气压缩机的选择： 1、总耗风量Q计算：Q=nKq=1.151.12150.73.6=48.6 m3/min 式中 -管路漏风系数，取1.15； -风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.101.15； -高原修正系数 ，海拔每增加100米系数增加 1%； n-同型号风动机具使用数量，台；取15；K-凿岩机、风镐同时使用系数，取0.7；q-风动工具耗风量, m3/min；取3.6；2、加上备用风量（应为设计风量的20.530）确定空气压缩机：3，压风设备的名称、型号、规格、管路长度、

27、管径、风压、安装位置、敷设路线等名称：风冷固定式单螺杆空压机型号：DLG40/0.8PC规格：长宽高：3m2m1.8m安装位置：副井井棚，距副井井口20m管径：6寸、4寸及2寸铁管，6寸长度1150m, 4寸长度，600m、2寸长度：850m1040m风压：0.8MPa敷设路线：副井东大巷胶带机上山胶带机上山与回风上山联络巷回风上山南翼集中回风巷原11907回风顺槽11907运输顺槽工作面附图13 压风系统示意图第三节 安全监控与通信照明一、工作面监控系统1、安全检测仪器仪表布置 （1）、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装1台BFDZ-2型分站、两枚瓦斯传感器。分站设置在

28、局扇附近。（2）、距工作面5m范围内的回风侧（风筒对帮）距顶板不大于300、距巷帮不小于200处，设置一枚瓦斯传感器。其报警值1.0%、断电值1.5%(CH4)、复电值1.0%。在掘进工作面巷道回风口以里10-15m处，距顶板不大于300，距帮不小于200处，安装1枚瓦斯传感器和一枚一氧化碳传感器。瓦斯传感器的报警值1.0%、断电值1.0 %(CH4)、复电值1.0%。一氧化碳传感器的报警浓度为0.0024%。2、具体措施当工作面瓦斯超限时，断电范围：切断工作面内全部非本质安全型电器设备电源。当各测点瓦斯浓度达到1.0%以下时，方可人工对连锁开关送电，严禁连锁开关自动恢复送电。供给监测设备的电

29、源必须取自风机专供开关的电源侧。 二、工作面的通信、信号设施 1，通信：距工作面30范围内设置一部矿内程控电话、一部扩音电话。2、信号：（1）、刮板运输机点线必须齐全、可靠。 三、照明设施1、运输兼作人行道的巷道：无2、硐室：无附图14 安全监控、通信、照明布置示意图第四节 供电与排水 一、供电设计1、电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等选择电压等级为1140V（掘进机、刮板运输机、涨紧车）、127V（扩音电话）。 2、进行电器保护整定计算 (见表 13)二、供电系统：附图 15 工作面供电、断电系统示意图三、“三大保护”及要求：“三大保护”是过流保护、漏电保护、接地保护。要求设

30、置齐全、动作灵敏、可靠。 四、排水系统： 1、排水设备：风动泵 2、排水路线：工作面11907开切眼11907运输顺槽原11907回风顺槽南翼集中回风巷回风上山水沟井底水仓附图 16 排水系统示意图第五节 运 输 系 统一、运输方式刮板运输机二、选择运输设备SGB620-40T三、运输路线运煤、矸：工作面11907开切眼11907运输顺槽煤库原11907运输顺槽3号皮带1号皮带煤库主井运料及行人：副井西大巷轨道上山上部车场南翼集中回风巷原11907回风顺槽11907运输顺槽11907开切眼工作面附图17 运输系统示意图第六章 劳动组织和主要技术经济指标 一、作业方式采用“三八”制作业方式 二、

31、劳动组织 （见工作面劳动组织图表 ）附表 15 工作面劳动组织图表 三、作业循环 （见工作面正规循环作业图表）附图18 工作面正规循环作业图表四、工作面主要技术经济指标（见下表16）表15 工 作 面 劳 动 组 织 图 表序号工 种劳 动 组 织 情 况一班二班三班合计246810121416182022241队 长1122班 长11133安全员11134掘进工11135锚杆工444126放炮员11137锚索工22268掘进机司机111391011合 计12121135表16 工作面主要技术经济指标序 号项 目单 位数 量备 注1工作面长度1902荒 断 面3净 断 面不低于7.774在册人

32、数人355出勤人数人286出 勤 率%807循环进度0.88日 进 尺6.49月 进 尺192按30d/月10锚杆消耗根/13.75帮+顶11锚带消耗根/3.75帮+顶12网的消耗/22帮+顶13药卷消耗个/24帮+顶14锚杆托板个/13.75帮+顶15锚 索根/0.6顶16锚 具个/0.617锚索托盘个/0.618工 效/工0.2第七章 灾害应急措施及避灾路线 一、灾害预防 1、预防瓦斯、煤尘、火灾的应急自救措施遇有火灾，煤尘，瓦斯、或巷道内散发出有害气体事故时，要立即佩戴自救器，一律向进风方向组织撤人并及时汇报调度。 2、防止水灾的应急自救措施工作面或巷帮有透水预兆时，或遇水灾事故时要立即

33、组织人员向附近巷道高处撤退，迅速撤出事故地点。3、防止巷道冒顶的应急自救措施（1）、遇有顶板事故时，未堵人员先撤离到安全地点，人员要及时向矿调度汇报，包括垮顶范围，被堵人数和位置，并积极进行抢救。（2）、在进行护救时，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。二、避灾快速反映及逃生路线（见附图19）1、火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故的撤退路线工作面11907开切眼11907运输顺槽第三联络巷原11907运输顺槽南翼集中运输巷中部车场轨道上山井底车场副井地面2、水灾撤退路线工作面11907开切眼11907运输顺槽原11907回风顺槽南翼集中回风

34、巷上部车场轨道上山井底车场副井地面附图19 避灾路线示意图第八章 安全技术措施第一节 一 通 三 防 一、通风瓦斯管理1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。2、局部通风机必经由指定人员负责管理。3、严格管理风筒，风筒吊挂平直。拐弯小于或等于90的应设弯头。一台局部通风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补、更换。风筒百米漏风率应制在10%以内。4、风筒出口到工作面距离不许超过5m。5、安装局部通风机要求距轨道大于50,离地高度大于30。局部通风周围要清理干净，无杂物堆积。6、局部通风机实行挂牌管理

35、。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量等。7、局部通风机不得随意停、开，如遇突然停风，人员要及时撤至11907运输顺槽门子口以外入风流处，并设置栅栏、警标，严禁人员入内。恢复正常时，首先由瓦检员按规定排放瓦斯，经检查瓦斯浓度无问题后再进入工作地点，排放瓦斯严格按“排放瓦斯管理制度”执行。8、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出风口这一段巷道中的风流。距顶板20、距帮30范围内瓦斯浓度达到2%，体积大于0.5 m3空间为掘进工作面局部瓦斯积聚。其20m范围内，必须停止机械运转、切断电源，除处理瓦斯工作外，

36、禁止进行其他工作。9、瓦斯员巡回检查有害气体浓度不少于3次，并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录，每次检查的结果通知现场工作人员。10、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，停止电钻打眼、严禁放炮。瓦斯浓度达到1.5%时或二氧化碳浓度达1.5%时，必须撤出人员，切断电源，进行处理。11、局部通风机上必须实行“风电闭锁”及“瓦斯电闭锁”装置、实行“双风机、双电源”并必须保证工作正常。12、要爱护通风设施，不准随意移动瓦斯监测探头，发现损坏，及时汇报通风部门处理。13、工作面必须设置专职瓦斯员。14、安全监控设备发生故障时，必须及时处理。二、综合防尘1、工作面必须有完善的洒水系统，距工作面50m范围内必

37、须安装一道水幕，并且炮掘工作面，距工作面2030m处必须设置爆破喷雾装置，爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min，爆破前、后煤（岩）头必须洒水。2、工作面巷道必须定期冲洗，不准有堆积。3、采用湿式打眼，爆破时每眼必须使用1个水炮泥。4、施工人员要戴好防尘口罩。三、防灭火1、消防火管路的2寸铁管，炮掘时距工作面不准大于40m，综掘时距工作面不准大于60m，加接软管至工作面。2、电气设备必须完好，消灭鸡爪子、羊尾巴、明接头。第二节 顶 板1、开工前，队长和安全员先检查拉门点帮、顶情况，确认无问题后方可施工。2、严格执行“敲帮问顶”制度（工作面必须备镐、撬棍等敲帮问顶工具）仔细检查帮、顶围岩

38、情况，处理净浮石、危石，确保施工安全。3、严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。最大空顶距离不超过1000mm，必须在有正式支护或临时支护下打眼。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、每

39、次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散、视线清楚后，必须由班组长、爆破工、瓦检员首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况，经紧好锚杆后方可在前探梁的掩护下敲帮问顶，清除帮顶悬矸危石，然后进行正式支护。6、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够、托板变形、缺少螺母、穿皮锚杆等不合格锚杆时，必须及时补打。7、发现顶板压力大、顶板离层、托板变形、钢带断裂、网包增多、听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员。待压力稳定后，由外向里进行顶板维护。若具备打锚索时，根据顶板情况加密锚索。8、过断层处顶板破碎、压力增加时，可缩小

40、锚杆排距至600。9、该施工巷位于F断层附近，若发生片帮超过400，则加打一排锚杆，锚杆角度与肩角的顶锚杆相同。10、每次进入工作面前，首先检查工作面10m范围内的支护情况，发现问题及时处理，确认安全后方可作业。11、前探梁必须串到掌子头，并且刹实顶板。12、距工作面200以内，必须备有10架工字钢棚或U型钢棚及相应的复合支护材料，以备改变支护方式和抢险之需。第三节 爆 破1、爆破严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制。2、爆破母线连接、检查线路和通电工作必须由放炮员一人操作，排除母线故障可采用导通法，不得采用短路法进行试验。3、装药时应注意以下各项：（1）装药前，必须清除炮眼内的岩粉，再用

41、木质或竹质炮棍将要卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。（2）装药时，炮孔应保持干燥，炮孔有水时应采用防水袋。（3）堵炮泥不可加压太重，以免药卷密度增大，影响起爆。（4）每个药卷聚能穴端必须指向下面的殉爆药卷，装雷管的药卷必须装在第末位，不准装盖药。4、封堵炮眼时，必须按规定使用水炮泥。5、不准放糊炮和利用残眼装药爆破。6、放炮爆破时，必须执行停送电制度。7、掘进工作面在放炮停电前，首先由瓦斯检查员检查爆破工作面及其掘进巷道内的瓦斯，在瓦斯浓度小于1.0%时，方可进行停电放炮工作。停电工作必须由专职电工进行。8、放炮停电范围：放炮爆破掘进工作面及其回风巷道内全部电气设备。9、掘进工作面恢复供电前，必须由

42、瓦斯检察员检查工作面及其掘进巷道内的瓦斯，在瓦斯浓度小于1.0%时，方可通知专职电工恢复供电，恢复供电工作必须由专职电工负责。10、在放炮停、送电工作中，当停电范围内的瓦斯浓度1.0%时，不得送电，只有瓦斯浓度1.0%时，方可进行放炮停、送电工作。11、工作面必须有洒水消尘设备，并严格执行爆破前后20m范围内洒水，消尘制度，无水或无水炮泥时不准装药爆破。12、严禁明火放炮。13、放炮时，由班长亲自布置放炮警戒，并挂好警戒绳，警戒距离直线距离75m以上，有拐弯巷道，人员撤进拐弯内5m以上时，警戒距离不小于50m。14、爆破后，待工作面炮烟被吹散，必须由班组长、爆破工、瓦检员首先巡视爆破地点，检查

43、通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，发现问题，立即处理。15、炮眼深度小于0.6m，不得装药起爆，如果底鼓、刷帮、挑顶、爆破大块岩石时，必须采取以下安全措施：（1）浅眼每一个眼装药量不得超过150g，眼数不超过10个。（2）炮孔用土炮泥封满填实。（3）爆破前要在爆破地点20m范围内洒水，并检查瓦斯浓度小于1.0%时，方可起爆。（4）、维护好爆破地点10m范围内的支架及各种设施。16、爆破如遇瞎炮，执行如下措施：（1）由于母线不良造成的拒爆，可重新边线起爆。（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与其平行的新炮眼，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

44、拉出电雷管。不论有无残药，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）在处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 17、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。 18、严格执行爆破材料领退制度，剩余的火工品必须交回火药库，严禁乱扔乱放。第四节 防 治 水根据地质资料,本工作面最在涌水量不超过0.1m/min，不影响生产，但该巷上部是采空区，必须在探放水后施工，施工必须执行以下措施：

45、1、严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则。2、探巷期间，若钻孔有水流出，不准将钻杆拔出，用木楔将钻杆与探眼背紧，停止工作，撤出工作人员，立即汇报调度。3、探巷期间及掘进时，发现探眼中有水渗出，煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋头水加大、底鼓或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须立即停止工作，采取措施，撤出所有人员，及时汇报调度。第五节 机 电1、巷道内所有电铃、电缆、开关上架并排列有序，线路悬挂符合要求。2、漏电保护每天试验一次，各类连锁必须班班检验，发现问题及时处理。3、井下隔爆电器设备必须完好，杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头，严禁出现破口。4、井下不准带

46、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“有人作业，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。5、严格执行专业人员“谁停电，谁送电”制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。6、机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。7、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、短相

47、、远距离启动和停止煤电钻功能的综合保护装置。8、电缆吊挂必须使用电缆钩，悬挂间距不得超过3m,不应悬挂在风管、水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风机、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有同等效能的冷补。、三台以上的电气设备必须设置局部接地极，

48、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。10、严禁甩掉、停用井下各种电气保护。11、电缆引入装置接线嘴应完整、齐全、紧固，密封良好。12、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，煤电钻用完后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。13、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。14、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综合保护装置配电，不得使用明火明电照明。15、掘进机管理规定、司机必须保证使用掘进机上所有的安全闭锁装置和保护装置，不得擅自改动或甩掉不用。、开机前，对机器必须进行各部位仔细检查，经检查确认机器正常并在作业人员撤至安全地点后，方可合上电源总开关，按操作程序进行空载试运转，禁止带负荷启动。、截割时，根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发生截割电机过载和压死刮板输送机等现象，截割时应放下铲板，如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停机，将掘进机退出，进行处理。严禁点动开机处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。、截割头在最低工作位置截割时，严禁将铲板抬起，截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁截割头与铲板相碰，截割上部煤岩时应防止截齿触网。、检修掘进机时，必须将掘进机退出工作面3m以外的安全地点。、风量不足、防尘设施不全、无照明、单爬爪等不准作业