东翼采区回风巷掘进作业规程

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掘进工作面作业规程编号：掘号工作面名称：东翼采区回风巷编制单位：温州兴安矿山建设有限公司编制人：施工负责人：总工程师:分管矿长：批准日期：年月日执行日期：年月日61 专业会审人员签名技术部：年月日防突部：年月日通风部：年月日安全部：年月日机电部：年月日机电矿长：年月日安全矿长：年月日生产矿长：年月日总工程师：年月日61 小河口煤矿《掘进作业规程》会审表施工地点东翼采区回风巷工作面编号№：xh号施工单位施工队伍掘进队会审意见：61 《掘进作业规程》报审表工程名称：东翼采区回风巷编号：致：济南康拜恩建设项目管理有限公司小河口煤矿监理我方已根据施工要求完成《东翼采区回风巷掘进作业规程》编制，并经我单位上级技术负责人审查批准，请予以审查。附：《东翼采区回风巷掘进作业规程》承包单位（章）项目经理：日期：年月日总/专业监理工程师审查意见：项目部监理机构（章）：总/专业监理工程师：日期：年月日小河口新矿筹建项目部：建设单位（章）项目负责人：日期：年月日61 贯彻情况登记表规程（措施）名称：本规程（措施）贯彻情况点班点班点班参加人数名参加人员（签字）参加人数名参加人员（签字）参加人数名参加人员（签字）队长：值班：贯彻人：年月日队长：值班：贯彻人：年月日队长：值班：贯彻人：年月日61 《掘进作业规程》考试成绩统计表姓名成绩姓名成绩组织单位：监考：61 目　　录会审意见规程贯彻情况第一章概况……………………………………………………………9第一节概述………………………………………………………9第二节编写依据………………………………………………10第二章地面位置及地质情况………………………………………11第一节地面相对位置及邻近采区开采情况…………………11第二节煤（岩）层赋存情况……………………………………11第三节地质构造…………………………………………………14第四节水文地质…………………………………………………14第三章巷道布置及支护说明………………………………………20第一节巷道布置…………………………………………………20第二节支护设计…………………………………………………21第三节支护工艺…………………………………………………24第四章施工工艺……………………………………………………26第一节施工方法…………………………………………………26第二节凿岩方式…………………………………………………27第三节爆破作业…………………………………………………27第四节装载与运输………………………………………………28第五节管线及轨道铺设…………………………………………29第六节设备及工具配备…………………………………………31第五章生产系统……………………………………………………32第一节通风………………………………………………………32第二节压风………………………………………………………34第三节瓦斯管理………………………………………………3461 第四节综合防尘………………………………………………36第五节防灭火…………………………………………………36第六节供电……………………………………………………36第七节排水……………………………………………………36第八节运输……………………………………………………37第九节照明、通信和信号……………………………………37第六章劳动组织及主要经济指标…………………………………38第一节劳动组织………………………………………………38第二节循环作业………………………………………………39第三节主要经济指标…………………………………………40第七章安全制度……………………………………………………40第八章安全技术措施………………………………………………42第一节一般规定………………………………………………42第二节一通三防………………………………………………42第三节顶板……………………………………………………46第四节爆破……………………………………………………47第五节防治水…………………………………………………51第六节机电……………………………………………………52第七节运输……………………………………………………54第八节防灭火管理……………………………………………56第九章灾害预防和避灾路线………………………………………57第一节灾害预防………………………………………………57第二节应急措施………………………………………………57第三节避灾路线………………………………………………60第十章其他…………………………………………………………6161 第一章、概况第一节概述一、工程简介：1、工程名称：东翼采区回风巷2、工程目的：东翼采区回风巷，主要作用是回风、瓦斯抽放管路敷设和行人等。3、巷道类别：从开门点至M21煤层为穿层石门（岩巷），进入M21煤层后，再沿M18顶板施工（半煤巷）。4、巷道性质：采区准备巷道5、工程量：约1100m6、支护形式：“锚·网·喷”支护。7、支护材料：锚杆、锚杆托盘、网片、快速锚固剂等8、服务年限：≥10年。9、巷道方向：a＝327°02′31″10、巷道坡度：石门+3%沿煤巷道（沿煤层顶板施工）11、掘进断面：石门S荒＝10.99m2S净＝10.13m2沿煤巷道S荒＝12.54m2S净＝11.52m212、装矸方式：机械装矸。13、通风方式：局部扇风机压入式通风14、防尘措施：综合防尘61 二、工作面位置及工程概况根据《矿井开采方案设计》，东翼采区回风巷在+1230m东翼回风巷f14点（坐标：X=2945517.293；Y=35596644.838；Z=1214.262）按327°02′31″方位角开门，整个巷道分成2部分，即穿层石门和沿煤巷道。在巷道开门后首先按+3‰坡度施工石门，直至进入M21煤层，再沿M21煤层顶板施工，东翼采区回风上山总工程量约1100m。东翼采区回风上山西侧为11802运输巷（已施工），两巷道之间的间距为23.4m；东侧为东翼采区轨道上山（暂未施工），两巷道之间的间距为20m。从巷道设计布置情况看，从开门点向前19.4m的位置巷道将穿过东翼采区皮带上山之轨道联络巷，两巷道之间岩柱为15.8m；41.6m的位置巷道将穿越东翼皮带巷，两巷道之间岩柱为6.8m；47.2m的位置巷道将穿越东翼进风井，两巷道之间的岩柱为16.4m；62m的位置巷道将穿越东翼轨道大巷，两巷道之间岩柱为7m。第二节编写依据1、《煤矿安全规程》2010年版。2、《防治煤与瓦斯突出规定》。3、小河口煤矿提供的相关资料。4、中国建筑材料工业地质勘查中心贵州总队编制提交的《贵州省织金县小河口煤矿补充勘探地质报告》。附图1：巷道布置平面图附图2：工作面断面图61 第二章、地面位置及地质情况第一节、地面相对位置及邻近采区情况从《矿井开采方案设计》提供的井上、下对照图看，东翼采区回风巷西面为11802采煤工作面，距小坝田冲沟260余米；东面为高低起伏的山地，距上平寨居民点260m余米；向南为小坝田冲沟、岩脚冲沟及沙坝河冲积形成的冲积洲，东翼采区回风上山开门位置向南距沙坝—李井公路60余米，距沙坝河主流线270余米；向北为巷道施工方向，为高低起伏的山地，巷道施工完成后，巷道距煤层露头线的距离为60m左右。东翼采区回风巷距地表垂高30m～80m左右，随着巷道(上山)向前施工，距地表的垂深渐渐减小，巷道通过的地带，其地表为高低起伏的山地，区内无大型建筑物及古迹，只有零星民宅；区内无池塘及大型水体。在巷道开门点向前320m内，存在着原小河口煤矿老生产系统及杨徐矿厂老窑，开采标高一般在+1258m水平上部，与东翼采区回风上山之间岩柱≥40m。接近煤层露头线，有可能存在老窑，在东翼采区回风巷施工前，必须组织力量对老窑情况进行走访、排查，在掘进施工过程中必须坚持“逢掘必探、先探后掘”的原则，消除隐患，确保巷道安全施工。第二节、煤（岩）层赋存特征1、地层特征：从《勘探地质报告》和《补充勘探地质报告》可知，小河口煤矿井田范围内出（揭）露的地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）、二叠系龙潭组（P3l）和第四系(Q)。现将各时代地层特征由新至老分述如下：61 ⑴、第四系（Q）零星分布于河谷和地势低洼地带，由灰黄、土黄色粘土、亚粘土、砂土、碎石等组成，堆积覆盖于龙潭组（P3l）之上，厚度0～5.00m。与下覆地质龙潭组（P3l）呈不整合接触。⑵、上二叠统龙潭组（P3l）为含煤地层，由上往下分为三段，老系统及新系统进风井范围内主要是龙潭组二段（P3l2）和龙潭组一段（P3l1）。岩性简述如下：龙潭组三段（P3l3）：由粉砂岩及泥质粉砂岩为主夹少量灰岩、泥岩和3～6层煤线构成，其间的M6及M10煤线厚0.4～0.55m。厚40～60m龙潭组二段（P3l2）由灰、深灰、灰紫色薄至中厚层粉砂岩、泥质粉岩、粉砂质泥岩、泥岩为主体，间夹炭质泥岩、9～10层煤层(线)、及少量中厚层细砂岩和近底部的一层深灰色微至细晶含燧石结核灰岩，可采煤层有M18、M21，局部可采煤层有M18-1。本段的划分标志：以M21煤层的结束，含燧石结核灰岩的出现。厚180～210m。龙潭组一段（P3l1）由灰、深灰、灰紫色薄至中厚层粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩，与炭质泥岩、7～8层煤层（线）及灰至深灰色中至厚层含燧石结核微至细晶灰岩等组成的不等厚韵律层。其间见数层灰岩，其灰岩夹层自下而上厚度递减，层间距加大。底部为灰色薄至中厚层铝土质泥岩，铝土岩之上30～40m为M29煤层，中上部为M23煤层。厚80～100m。与下覆地层上二叠统峨眉山玄武岩组（P3β）呈假整合接触。⑶、上二叠统峨眉山玄武岩组（P3β）61 为深灰色块状玄武岩及玄武质凝灰岩构成，具气孔状、杏仁状及流纹状构造。厚度20－45m。2、可采及局部可采煤层特征矿区内含煤岩系为二叠系上统龙潭组，厚293m，含可采煤层及薄煤层（线）21～26层，煤层编号自上而下为M1、M2、M3……M29。可采煤层为M18-1、M18、M21、M23、M29。煤层一般总厚1.55－8.52m，含煤系数为1.37％。从ZK403、ZK402、ZK401钻孔柱状图和Ⅳ--Ⅳ′勘探线剖面图以及M18、M21、M23底板等高线图看，在老系统及新系统进风井范围内，煤层特征如下：M18-1煤层：ZK403、ZK402钻孔揭露煤厚1.03～1.15m，平均1.09m。距地表20～50m，与M18层间距为6～27m，属单斜煤层，倾向110～130°，倾角一般为6～12°。M18煤层：ZK403、ZK402钻孔揭露煤厚1.62～2.40m，平均2.01m，夹矸1～2层，厚0.08～0.20m，平均0.14m。与M21层间距为13～17m。顶板为泥岩、粉砂质泥岩；底板为泥质粉砂岩、砂岩，个别点为炭质泥岩。M18煤层厚度变化不大，属单斜煤层，倾向110～130°，倾角一般为6～12°。M21煤层：ZK403、ZK402钻孔揭露煤厚1.70～2.20m，平均1.95m，夹矸1～2层，厚0.08～0.20m，平均0.15m，与M23层间距为21～36m。顶板为泥岩、粉砂质泥岩,底板为炭质泥岩、粉砂质泥岩，产植物碎片化石。M21煤层厚度变化不大，属属单斜煤层，倾向110～130°，倾角一般为6～12°。M23煤层：ZK403、ZK402钻孔揭露煤后为1.85m，不含夹矸，与M29层间距为21～22m，顶板为泥岩、中厚层状泥灰岩，产个体完整的动物化石；底板为铝质粘土岩。M23煤层厚度变化较大。属单斜煤层，倾110～130°，倾角一般为6～12°。61 M29煤层：ZK403、ZK402钻孔揭露煤厚为1.72～1.95m，平均1.84m。不含夹矸。顶板为泥岩、中厚层状泥灰岩，产个体完整的动物化石；底板为粘土岩。煤层厚度变化较大。属结构简单，局部可采薄煤层。第三节、地质构造小河口煤矿整个井田为单斜构造，含煤地层呈北东——南西走向，倾向为110°～130°，倾角一般为4°～12°，地层较平缓，矿区中部见南东展布的宽缓褶皱——向斜。区内未发现大的断裂构造。深部工程(钻孔)揭露的地层稳定，含煤地层完整，标志层明显。本矿区除中部有波状起伏的宽缓褶皱外，总体为简单的单斜构造，地层产状变化不大。综上所述，本矿区地质构造复杂程度属简单类型。第四节、水文地质1、区域水文地质概况矿区位于三岔河流域，处于三岔（凹河段）西侧靠分水岭地带。与矿区地下水、地表水直接相关的地表水系为矿区东部的三岔河一级支流椅陌河（上游称沙坝河）。区内碳酸盐岩分布区岩溶发育，受地质条件及地表水文网的控制，多为溶丘洼地或溶丘槽谷的岩溶地貌，在碎屑岩分布区形成侵蚀、剥蚀中山沟谷地貌。在三岔河河谷及椅陌河河谷地带为峡谷地形。在区域水文地质单元上，矿区处于低级构造的牛场向斜水文地质单元西南部上游地带。牛场向斜轴为北东南西向，核部出露地层为三叠系夜郎组（T1y）、翼部为上二叠统长兴大隆组（P3c+d）、龙潭组（P3l），峨眉山玄武岩组（P3b），中二叠统栖霞组茅口组（P2q+m）。栖霞组和茅口组（P2q+m）分布地区岩溶发育，地下水丰富，在龙潭组（P3l）和峨眉山玄武岩（P3b61 ）分布地带为基岩裂隙水，含水贫乏。地下水补给主要来源于大气降水，由于地表山体破碎，坡度大，岩溶发育，在碎屑岩分布区地表汇集的降水,除少部分沿岩石中裂隙节理渗入地下外，大多快速汇集于地表低洼的沟谷地带形成地表溪流，而碳酸盐岩分布区大气降水则汇集于岩溶洼地、槽谷中，沿漏斗、落水洞迅速转入地下补给地下水。三岔河对牛场向斜水文地质单元的地下水及地表水的运移，排泄起重要的控制作用。牛场向斜核部分布一条河流→椅陌河是当地的侵蚀基准面，沿途接受基岩裂隙水补给，然后向东注入三岔河，在向斜的两翼为上二叠系中统栖霞组和茅口组（P2q+m）分布区，地下水沿地层走向由南西向北东迳流，在迳流途中，除部分受地形切割及地质构造的影响，在河谷地带以泉的形式排泄外，大部分地下水最终在三岔河河谷地带以岩溶泉或地下河出口的形式排泄。2、矿井充水条件（1）地表水系区内属长江水系乌江支流—三岔河流域，地表水系较为发育，区内中部发育有两条季节性冲沟——小坝田冲沟和岩脚冲沟，由泉水或大气降雨汇集于冲沟内而形成，其动态变化较大，常表现为枯季时节流量小或者出现断流，雨季时节出现流量大幅增大，向南流入沙坝河。矿区南东侧的沙坝河，在区内流长4.5km，流量较大，枯水期500m3/日，洪水期12000m3/日，最高洪水位1268.0m。由南西流向北东，出矿区边界处（矿区南部沙坝河牛场镇至小河口煤矿的桥边）标高1268.0m，为当地最低侵蚀基准面。该河流一直向区外北东方向径流，汇入三岔河上游椅陌河。（2）含水层与隔水层61 矿区内出露地层为二叠上统系龙潭组（P3l）、峨眉山玄武岩（P3b）及第四地层（Q），根据含水岩层的岩性，含水介质组合特征及水动力条件，将矿区地下水分为松散岩类孔隙水和碎屑岩基岩裂隙水两大类。其中松散岩类孔隙水储存在第四系松散层中，碎屑岩基岩裂隙水为二叠系上统龙潭组（P3l）、峨眉山玄武岩（P2b）为含水层。现将各含水岩组含水特征叙述如下：①松散岩类孔隙水含水层（Q）该含水层岩性为残坡积层、冲洪积层。主要分布于沙坝河谷、冲沟、槽谷地带。岩性为水流冲积成因的砂砾及基岩风化残积的褐黄色、紫红色亚砂土、粘土。结构松散，孔隙度大，厚1～5m，地表未见泉点出露。该含水层透水性较好，含水性极弱，厚度小，分布零星，对矿床充水影响不大。②碎屑岩基岩裂隙水：A、为二叠系上统龙潭组（P3l）:分布于整个矿区，经勘探揭露厚度114.90～225.00m，该地层的岩性主要为浅灰～褐黄色泥岩、粉砂岩夹泥灰岩及煤层，含可采煤层M18、M21、M23、M29。经调查，出露泉水6个，流量在0.001～0.15l/s，根据1:20万区域水文地质资料，地下水迳流模数0.1～0.5l/s×km2，据38个抽水孔试验资料，单位涌水量为0.00037～0.195l/s×m，渗透系数K为0.000019～0.255m/d。本次勘查共布孔13个，大多数钻孔的岩芯较完整，多为柱状、饼状，少数钻孔岩芯较破碎，为饼状及碎块状，对岩芯破碎的钻孔采用泥浆作为冲洗液护壁，但冲洗液消耗量微弱，矿区适用ZK303号作抽水试验孔，经抽水试验，钻孔涌水量为0.855l/s，单位涌水量0.028l/s×m，岩层的渗透系数为0.001m61 /d。根据1:20万区域水文地质资料和本次勘查抽水试验结果，说明该含水岩组具透水性弱，含水性弱的特点。地下水化学类型为HCO3—Na型。B、峨眉山玄武（P2b）：矿区内隐伏于地下，钻孔揭露厚度64～110m，根据钻孔揭露岩芯，该岩层的岩性为深灰至黑灰色玄武岩。岩石新鲜坚硬，裂隙发育，据1:20万区域水文地质资料，钻孔单位涌水量0.0004～0.00423l/s×m，地下水迳流模数0.93l/s×km2，该层透水性差，视为一相对隔水层。（3）水力联系情况①矿区地下水流场特征（补迳排）矿区位于牛场向斜水文地质单元的中上游地带，为一非完整的水文地质单元。地下水的补给区域主要分布在矿区西部及北部和矿区西部北部外围地区，地下水的迳流条件总体受控于东部三岔河及其支流椅陌河，使得地下水总体上由西或南西向北东方向迳流，并以三岔河及椅陌河为矿区最终排泄场所。矿区地下水的赋存、迳流、排泄受到地质构造，岩性及岩溶发育等条件制约。在碎屑岩地区地下水主要赋存和运移在节理裂隙中，在碳酸盐岩地段，地下水主要赋存于溶蚀裂隙、溶蚀管道之中。地下水迳流方向受地质构造制约，沿构造方向顺地层走由南西向北东迳流。区域上和局部的水文地质条件组合，形成了特定的矿区水文地质条件和地下水流场（补迳排特征）。②矿井充水因素分析A、充水水源分析a、直接充水水源矿区范围内全为二叠系上统龙潭组（P3l61 ）含煤地层分布，矿区可采煤层M18-1、M18、M21、M23、M29均分布在该地层中。含煤地层成为未来矿坑的直接直充水层位。该地层中所含的基岩裂隙地下水为矿坑直接充水水源。但由于含水层透水性差，含水性弱，为矿区内次要充水水源。b、间接充水水源地下水：矿区含煤地层下伏中二叠系茅口组（P2m）为含丰富的岩溶含水层，为矿区矿坑底板突水主要含水层，对矿坑底板突水至今尚无成熟的经验。本次勘查对矿区矿坑底板突水主要根据M29最低开采标高与下伏P2m顶板隔水层厚度及区域侵蚀基准面等来进行综合分析预测。矿区最低侵蚀基准面标高为1265.2m，M29最低开采高为1124.03m，高差140.9m。M29煤层与P2m顶板间的隔水层为P3l泥岩、粉砂岩及P2b玄武岩厚度达80～100m。在正常情况下，M29煤层可得到安全开采。但应注意地质条件变化基地构造破坏的不利影响。大气降水：大气降水是矿区地下水主要补给源，直接充水含水层的地下水接受补给后，其地下水通过导水裂隙带，断层破碎带，采空区塌陷带等通道直接进入矿井，对矿井进行充水，为矿床间接充水因素。地表水：矿区内地表水系发育，其中最大的一条为沙坝河，在矿区流长4.5km，流量较大，枯水期500m3/日。其于四条为沙坝河的支流，其流程短，水量小，属雨注型溪沟。未来矿山开采冒落带和导水裂隙将波及地表水体，特别是采空区形成后，引发地表塌陷地裂缝等地质灾害后，地表水体将通过上述通道进入矿井，对矿床充水影响大，为矿床间接充水的主要水源。老煤窑积水：经调查走访，矿区民间采煤历史较长，存在多处煤窑采空区，但规模不大，一般采空区体积在几百m3至一千m3，均有不同程度积水，对未来矿山开采有一定影响。B、充水途径分析61 矿区节理裂隙发育，主要有NE、NW两组发育，天然条件下这些节理裂隙带成为矿区内地下水集中径流带，并成为未来开采条件，直接充水层中地下水向矿井充水的天然通道。未来开采条件下，导致煤层上覆含水层中地下水和地表水向矿井充水的人工途径则为矿坑顶板冒落带、导水裂隙带、塌陷带等。对矿区地下水流场，主要充水水源及充水途径进行综合分析，可以得出如下结论：未来矿区开采中，张家寨至沙坝河谷一带，大田头至沙坝沟谷一带是矿床主要充水部位。特别是张家寨至沙坝河谷一带发生矿坑充水的可能性最大。是未来开采设计和开采中应高度重视和注意的部位。⑤矿床水文地质类型判别矿区地形起伏较大，地表水系及断层均较发育，主要充水岩层为上二叠系龙潭组P3l为含水性较弱基岩裂隙含水层，未来矿坑充水途径为构造节理带及矿山开采引起的冒落带、导水裂隙带以及塌陷带。矿区矿床水文地质类型为水文地质条件中等。（4）相邻矿井及报废矿井小河口煤矿邻近无生产矿井，但有三处老窑，开采斜长一般50m，走向长度一般200m。（5）矿井内的小井及老窑经调查走访，矿区民间采煤历史较长。M18-1、M18煤层露头或风氧化带存在多处煤窑采空区，但规模不大，均有不同程度积水，对未来矿山开采有一定影响。（7）地下水位矿区最低侵蚀基准面（矿区最低排泄面标高—矿区南部沙坝河，牛场镇至小河口煤矿的桥边河面）为1265.2m。61 3、矿井涌水量根据小河口老矿井提供的开采矿井涌水量观测水文资料，采用比拟法进行估算，并考虑一定的生产用水，预计整合后矿井正常涌水量135m3/h，最大涌水量400m3/h。第三章、巷道布置及支护说明第一节、巷道布置1、东翼采区回风巷在+1230m东翼回风巷f14点（坐标：X=2945517.293；Y=35596644.838；Z=1214.262）按327°02′31″方位角开门，整个巷道分成2部分，即穿层石门和沿煤巷道。在巷道开门后首先按+3‰坡度施工穿层石门，直至进入M21煤层，再沿M21煤层顶板施工。2、巷道规格：⑴、东翼采区回风巷石门设计为直墙半圆拱型断面。荒宽×荒高＝3800mm×3300mmS荒＝10.99㎡净宽×净高＝3600mm×3200mmS净＝10.13㎡。⑵、东翼采区回风巷沿煤巷道设计为矩形断面。荒宽×荒高＝3800mm×3300mmS荒＝12.54㎡净宽×净高＝3600mm×3200mmS净＝11.52㎡。3、为满足逢掘必探、石门揭煤和顺煤层施工防突要求，将在巷道左右两侧布置瓦斯抽放钻场（具体方案见《东翼采区回风上山防突设计》）。钻场规格：荒宽×荒高×荒深＝3600mm×2500mm*4100mmS荒＝11.48㎡净宽×净高×荒深＝3400mm×2400mm*4000mmS净＝10.61㎡。61 4、为满足上山施工提升运输需要，在东翼采区回风巷沿煤上山下部底弯路和上部平巷分别设计施工调车场，车场长20m，采用双边开(锁)口方式施工(见设计平面图)。车场断面规格：荒宽×荒高＝4200mm×3300mm净宽×净高＝4000mm×3200mm上山施工需采用绞车“倒拉回头轮”方式提升，为满足上山提升运输需要，在上山适当位置布置临时绞车房和中部调度车场。随着上山施工的向前推进，绞车也需前移，即隔上一定距离后，需重新在上部适当位置布置临时绞车房。绞车房规格：荒宽×荒高×荒深＝2700mm×2600mm×3100mm；净宽×净高×净深＝2500mm×2500mm×3000mm。5、为了保证东翼采区轨道上山提升运输时行人安全，上山施工每隔40m布置1个躲避硐。躲避洞规格：荒宽×荒高×荒深＝2400mm×2300mm×2100mm；净宽×净高×净深＝2200mm×2200mm×2000mm。6、水沟设计在上山左侧，用C20砼浇注成型，浇注厚度100mm。荒宽×荒深＝500mm×400mm净宽×净深＝300mm×300mm。第二节、支护设计1、临时支护巷道采用前探支架作为临时支护。前探支架由2～3根前探梁组成，前探梁用15kg/m铁轨制作，其长度不小于4.0米，间距不大于1.2米，用金属锚杆和吊环固定。吊环形式为倒梯形，上宽下窄。为确保前探梁61 循环推进，每根前探粱不少于3个吊环，2环固定，1环循环。吊环用与锚杆配套的螺母固定，锚杆螺纹拧入吊环螺母30～50mm。前探支架最大控顶距1.０米。为防止前探梁滚动，前探粱上方用２块规格为：长×宽×高＝1500×200×50（mm）小板梁和木棒背紧刹牢，施工人员必须在前探支架的掩护下施工。锚喷巷道围岩条件为较稳定的Ⅰ～Ⅲ类岩体结构时，可采用初喷作为临时支护形式（不使用前探支架）。爆破后初喷前，先敲帮问顶，按由外向内、由上而下的顺序找掉顶帮活石，在确保安全后，立即进行初喷，初喷厚度为30～50mm，初凝30分钟后方准人员进入迎头作业。采用初喷护顶时，每循环断面及时打注锚杆，形成永久支护。初喷临时支护长度不大于1.8m。2、永久支护：东翼采区回风上山采用锚网喷支护方式作为永久支护（见巷道断面支护图）。锚杆规格为：L×Ф＝2000mm×20mm。锚固后，锚杆露出螺帽15～30mm，锚杆间、排距为800mm×800mm；锚杆托盘为150mm×150mm，用８mm厚的钢板制作；网片采用Ф=６mm钢筋焊接制作，网格规格为100mm×100mm,两网片之间压茬不小于100mm，相邻两网片之间用14﹟双股铁丝拧紧扎牢，连接点均匀布置，其间距：300～500mm。锚杆采用快速锚固剂锚固，每孔使用2块锚固剂锚固，锚固长度不小于500mm，锚固力不小于64KN(拉力17.6Mpa)，预紧力不小于100N﹒m。喷浆厚度为100mm。3、特殊情况下的支护方式：在巷道开门、托顶煤、揭露煤层、过断层（或破碎带），需采用缩小锚杆间排距、加打锚索（或支金属架棚）加强对巷道的支护（具体支护方式时具体情况另行编制安全技术措施）。4、按悬吊理论计算锚杆支护参数：⑴、锚杆长度的计算：61 L＝KH＋L1＋L2式中：L——锚杆长度，m。H——冒落拱高度，m。K——安全系数，一般取K＝2.L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m。L2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.10m其中：B3.8H＝———＝——＝0.64m2f2*3式中：B——巷道开掘宽度，取3.8m。f——岩石坚固性系数，砂岩取3。则：L＝2*0.64＋0.4＋0.1＝1.78m⑵、锚杆间、排距计算：设计时令锚杆间、排距均为a，则：a＝[Q/kHr]1/2式中：a——锚杆间排距，m。Q——锚杆设计锚固力，64KN/根。H——冒落拱高度，取0.64.r——被悬吊砂岩的重力密度，取19.992kN/m3K——安全系数，一般取K＝2。a＝[Q/kHr]1/2＝[64/(2*0.64*19.992)]1/2＝1.58m施工时，取a＝0.8m通过以上计算，选用直径Ф20mm、长度2000mm的等强螺纹钢锚杆，锚杆间、排距800mm。附图3：巷道支护设计图61 第三节、支护工艺1、支护方式：巷道支护采用锚网喷联合支护方式。2、支护材料：锚杆为（L*Φ）2000mm*20mm螺纹钢树脂锚杆，MSCK2835型树脂药卷，保质期为6个月，网片为Ф=６mm钢筋网，网格规格为100mm×100mm，锚杆托盘规格为150mm×150mm，用８mm厚的钢板制作。3、支护要求：⑴、锚杆间、排距800mm×800mm，锚杆距离迎头的最大距离＜1.0米。⑵、钢筋网之间压茬不小于100mm，相邻两网片之间用14﹟双股铁丝拧紧扎牢，连接点均匀布置，其间距：300mm～500mm。⑶、喷浆紧跟迎头，临时喷厚不小于50mm,永久喷厚不小于100mm。禁止空顶作业。4、锚杆施工要求：⑴、施工顺序：先顶部后两帮。⑵、锚杆眼径为Ф=28mm，深度为1920mm.⑶、采用端点锚固，每眼使用2支MSCK2835型树脂药卷锚固，锚固长度不小于500mm，锚固剂在锚杆眼顶部搅拌时间不小于40秒，凝固时间不小于60秒，最后上紧锚杆螺母，使托盘紧贴岩面。⑷、单根锚固力不小于64KN(拉力17.6Mpa)，螺母扭矩（预紧力）不小于100N·m。⑸、锚杆机钻打锚杆眼要采用长、短钎子套打的方式作业，短钎子长1.0m，锚杆眼深1.92m，中顶锚杆的角度垂直顶板，周边半圆拱处锚杆沿巷道轮廓线向心布置，拱基线最下一根锚杆与法线成15°角布置。⑹61 、巷道每施工30～50m做一次锚固力拉拔实验，以保证树脂锚杆支护的质量达到设计要求。5、锚网施工要求：⑴、必须保证锚固剂在锚杆顶部搅拌和凝固时间，搅拌过程中若发现锚固剂滑出锚杆眼，必须及时添加或补打。⑵、顶、帮锚杆角度必须符合设计要求，构件齐全并且紧固有效。顶部锚杆应与巷道轮廓线或岩（煤）层面垂直。⑶、顶、帮锚杆排列整齐，锚杆露出螺帽15～30mm。⑷、顶帮锚杆锚固力达不到设计要求，安装不合格的，应及时在原锚杆周围0.2m附近重新补打。⑸、顶帮均铺金属网，网片为钢筋网，规格为2.0m×1.0m，网与网之间压茬为100mm，禁止漏空铺设。6、喷射砼的安全技术要求：⑴、砼的重量配合比例：水泥：砂子：水：外加剂=1：3.18：0.50：0.06。水泥标号：425＃，混凝土强度必须达到C20；速凝剂为J85型，保质期6个月，速凝剂的参剂量为水泥用量的6%，水灰比=0.50。（数据来源检测机构）⑵、喷射操作方式：先帮后顶、先凹后凸，枪嘴要螺旋线前进，每个螺旋线的半径不大于300mm。采用潮料喷浆，喷浆手要搞好个体防护，帮顶按照设计要求喷浆。⑶、喷浆机最突出的外缘距轨道安全距离不得少于500mm。⑷、喷浆前必须将管线、电缆、风筒、设备等进行保护，回弹料及时清理干净。⑸、喷浆时由外向里逐段进行，并在喷浆机后方10～15m位置安装一道防尘水幕，在喷浆时正常使用。61 ⑹、喷浆工作开始后，严禁将喷枪头对准人员。喷枪发生堵塞故障时，应立即停机，再送水，最后停风进行处理。用震动法处理赌塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口向下。7、喷体养护：⑴、每个班都必须指定专人对喷体进行洒水养护，洒水养护期不得少于28天，以保证喷体的强度达到设计要求。⑵、班长在二次复喷前必须排专人冲洗受喷巷道顶帮浮尘，湿润巷道喷层。第四章、施工工艺第一节、施工方法1、防突工作：东翼采区回风上山施工前，必须按照《防治煤与瓦斯突出规定》和“逢掘必探、先探后掘”的原则实施防突超前钻探，（防突打钻实施方案另作专项设计），确保巷道掘进施工有20m以上的超前距和20m的控帮距。2、施工方法：巷道采用全断面施工法，实行一次掘进，一次爆破成巷，施工组织为“两掘一喷”。3、掘进流程：安全检查→施工准备→标定中、腰线→风钻打眼→装药爆破→通风→打锚杆（或临时支护）→耙矸机出矸→清理巷道、文明生产。一班掘进：检查安全、施工准备→标定中、腰线→打眼→撤出工具→装药联线放炮→通风→打锚杆（或临时支护）→出矸。二班掘进：检查安全、施工准备→标定中、腰线→打眼→61 撤出工具、装药联线放炮→通风→打锚杆（或临时支护）→出矸。三班支护：检查安全、施工准备→找掉顶帮活石→打锚杆→挂网（喷浆）→进入下一循环。4、石门揭煤施工方法：在巷道揭煤前，必须编制专项石门揭煤措施并严格按措施规定执行。第二节、凿岩方式工作面采用YT28型风钻打眼，爆破落矸。第三节、爆破作业1、钻眼爆破采用斜眼楔形掏槽，实施光面爆破，使用3级煤矿许用粉状乳化炸药与煤矿毫秒延期电雷管爆破，底眼或涌水较大时采用防水乳胶炸药。均采用正向连续装药，进行一次装药，一次起爆，按炮眼布置图表的雷管段数布置炮眼，选用MFB-200型发爆器放炮。附图4：炮眼布置图装药结构示意图2、施工原始爆破条件名称单位数量名称单位数量掘进断面m210.99工作面瓦斯情况炮眼深度m2.2电雷管个44炮眼数目个443号煤矿乳化炸药kg18.3岩石普氏系数f61 3、炮眼布置及装药量眼号炮眼名称炮眼个数炮眼深度（cm）炮眼长度（cm）装药量（kg）倾角炮泥长度（cm）水炮泥节数（节）联线方式爆破顺序装药结构每孔小计水平垂直1～6掏槽眼62402500.63.676°封满每孔不少于2节串联Ⅰ正向装药7～19辅助眼132202200.455.85封满Ⅱ20～25帮眼62202200.31.8封满Ⅲ26～34顶眼92202200.32.7封满Ⅳ35～43底眼92202200.454.05封满Ⅴ44水沟眼12202200.30.31°封满Ⅵ共计4418.34、施工预期爆破效果名称单位数量名称单位数量炮眼利率%85每米巷道炸药耗量Kg/m9.79循环掘进进尺m1.87每循环炮眼总长度m/循98.6每循环爆破实体岩石m320.55每m3岩体雷管消耗个/m32.14炸药耗量Kg/m30.89每米巷道雷管消耗量个/m23.5第四节、装载与运输东翼采区回风上山61 施工爆破后产生的矸石，采用P60B耙装机装矸，矿车运矸，上山提升运输使用调度绞车，采用“倒拉回头轮”运输方式直接将矿车放至上山下部底弯路车场，再人力推车至东翼边界联络巷上部平巷，经调度绞车放至东翼轨道运输大巷，然后用电瓶车运输至副井井底车场，经副井主提升绞车提升到地面，直接运至排矸场排矸。上山施工时，耙装机除采用正常的卡轨器和尾部撑柱实施固定外，还必须采用“打桩拉绳”的方式加强对耙装机固定。倒拉回头轮运输时，在调度绞车上方5m～10m范围内支上两棵直径不小于250mm的圆木或煤矿专用11#工字钢作护身点柱，柱子要支设牢固可靠，下端要打入实体煤岩不小于100mm，上端与顶板垂直打牢，与最近轨道内缘间距不小于0.5m。倒拉回头轮运输时，严禁有余绳松车。绞车回头轮必须采用专用地梁固定，地梁要用煤矿专用11#工字钢制作，插入两帮实体煤岩不得小于0.3m，回头轮两侧必须各设一对带勾的铁路橛子固定，其打入巷道底板实体深度不得小于0.5m，与回头轮中心的水平距离为0.4～0.5m，回头轮直径不得小于280mm，防脱装量要可靠，回头轮与地梁的连接要采用直径不小于12.5mm的钢丝绳双绳套和卡子连接，卡子要紧固有效。第五节、管路及轨道敷设1、风筒：局部通风机架设在+1200m东翼轨道运输大巷防突风门外新鲜风流中，采用Ф800mm柔性抗静电阻燃风筒送至工作面，风筒敷设路线：风机架设地点（进风点）→+1200m东翼轨道运输巷→东翼边界联络巷→东翼回风巷→工作面。在东翼采区回风上山，风筒挂在巷道（上山）前进方向右侧上部（悬挂高度以1.6m为宜），使用尼龙绳挂在备用铁丝上，做到逢环必挂、悬挂整齐、接口严密，不得出现破口、裂缝、脱节等漏风等现象。风筒口距工作面迎头的距离不大于5米。61 2、电缆：电力电缆接自中央变电所，经东翼轨道运输大巷→东翼边界联络巷→东翼回风巷→工作面（东翼采区回风上山）；监控电缆、通信信号电缆等由地面经副斜井→副井井底车场→+1200m东翼轨道运输大巷→+东翼边界联络巷→东翼回风巷→工作面（东翼采区回风上山）。电缆挂在风筒的另一侧（即上山左侧）中、上部位，电缆悬挂使用胶质阻燃电缆钩，电缆钩每2m一组。监控电缆、通信信号电缆挂在电力电缆上方，与电力电缆保持0.3m以上的距离。3、压风管：压风管由地面压风机房，采用无缝钢管敷设至工作面。压风管路敷设路线：地面压风机房→主斜井→+1200m东翼轨道运输大巷→充电硐室→东翼轨道联络巷→东翼回风巷→工作面（东翼采区回风上山）。压风管敷设在东翼采区回风上山右侧(非人行道侧)。为防止施工过程中耙装机耙斗及钢丝绳损坏压风管路，在耙装机前（距迎头30～50m范围内）使用阻燃胶管供凿岩机使用。供风管路要随工作面及时延长。4、供水管：掘进工作面工业用水取自地面高位水池，分别采用无缝钢管接至工作面，供水管路敷设路线：高位水池→主斜井→+1200m东翼轨道运输大巷→充电硐室→东翼轨道联络巷→东翼回风巷→工作面（东翼采区回风上山）。在工作面，供水管敷设在上山右侧(非人行道侧)，为防止钢丝绳在运行过程中损坏供水管路，在耙装机前（距迎头20～50m米范围内）供水管使用一寸胶管。供水管要随工作面及时延长，以备工作面用水。5、轨道：东翼采区回风上山施工使用22kg轨道，轨道中心线沿巷道中心线敷设，轨距为600mm，接头处必须用同型号道夹板固定，并保持接头严密平直。枕木使用200mm×200mm×1200mm的优质方木，枕距不大于1000mm，铺设枕木时必须将下面浮渣清理干净，用坚硬石块垫平，每块枕木必须使用61 4个道钉，确保轨道敷设牢固。轨道敷设必须根据腰线进行，先铺好道床，确保轨道的坡度与巷道坡度一致。上山提升运输，每20m需设置1个地滚，地滚采用阻燃、抗静电胶质地滚，保护钢丝绳，防止钢丝绳在使用过程中因摩擦热效应引起火花。第六节、设备及工具配备工作面设备配置表序号机械设备规格型号数量备注1调度绞车2局扇通风机FBD№6.0/2×302一台使用、一台备用3风钻YT283两台使用、一台备用4耙装机P60B15锚杆钻机765526通讯(隔爆电话)HJD-802工作面1台，上山下躲避洞1台7便携式瓦检仪JCB4(A)158矿车MF1.25-6209瓦斯传感器KJ97012连接监控中心10起爆器MFD－200211风电闭锁QBZ-80112瓦斯电闭锁KDJ-1113馈电开关KBZ-80114控制开关QBZ-120/660(380)515锚杆测力计2一台备用16锚索涨拉仪2一台备用17探水钻ZLJ-360118矿灯KL4LM(A)8519隔绝式化学氧自救器ZH158061 第五章、生产系统第一节、通风1.工作面通风方式通风方式：局部通风机压入式通风。工作面采用FBD№6.0/2×30局部通风机供风，局部通风机架设在+1200m东翼轨道运输巷防突风门外新鲜风流中，采用Φ800mm柔性抗静电阻燃风筒送至工作面，污风由工作面→东翼回风巷→回风斜井→地面排出。2.风量计算⑴、按工作面同时工作的最多人数计算风量：Q掘=4·N式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/minN——同时工作最多人数，Nmax=9人根据织府办【2010】78号文：掘进工作面同时工作的最多人数为9人。计算得Q=4×9=36m3/min⑵、按掘进工作面炸药使用量计算风量：Q掘=25·A式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min。25——每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量。A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，18.3kg。每循环最大炸药量为18.3kg，温度18°～24°计算得Q=25×18.3=457.5m3/min⑶、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算风量：61 Q掘＝100(67)qk式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；100（67）——单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值；q——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，q＝1.5m3/min；K——掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用系数，炮掘工作面k＝1.8～2.0排瓦斯所需风量：Qc＝100×1.5×2.0＝300（m3/min）通过以上三种计算，经比较，取三者最大值457.5m3/min向工作面供风。⑷、按《煤矿安全规程》中掘进巷道所需风速验算：根据《煤矿安全规程》（2010年版）第101条规定，掘进工作面（包括煤巷、半煤巷和岩巷）允许风速V：0.25m/s＜V＜4m/s风速V＝Q/S式中：Q——工作面风量，Q＝457.5m3/min÷60s=7.625m3/sS——巷道断面积，S＝10.13m2计算V＝7.625m/s÷10.13＝0.753m/s0.25m/s＜V（V=0.753m/s）＜4m/s成立，所以工作面风量符合要求。3.风机架设风机选用2台FBD№6.0/2×30风机向工作面供风，一台工作，一台备用，电机功率2×30kw台进风量523m3/min，符合要求。局部通风机安装在+1200m东翼轨道运输大巷车场防突风门外新鲜风流中，要求上台上架管理，实行双风车双电源和“三专两闭锁”61 。同时安装自动切换装置。工作风机执行风电闭锁。4.风筒使用风筒选用直径为800mm柔性抗静电阻燃风筒，风筒必须悬挂整齐，风筒出口距迎头不得超过5m。进出口风量比取1.2。要求进口风量：457.5×1.2＝549m3/min。附图5：通风系统图第二节、压风工作面压风由地面压风机房集中供风。地面压风机房有LG110-10空压机3台，可保证工作面的正常用风。压风管采用6寸无缝钢管，压风管路由压风机房→主斜井→主井井底车场→+1200m东翼轨道运输大巷→充电硐室→东翼轨道联络巷→东翼回风巷→工作面(东翼采区回风上山)，在距掘进迎头30～50m范围内使用阻燃胶管供凿岩机使用。按规定：在工作面临时避难硐室内装设好压风自救设备设施。第三节、瓦斯防治一、“逢掘必探”矿备有75钻机和150钻机数台，设有专职防突机构——防突部和防突队，可根据防突设计要求进行“逢掘必探”工作。在掘进工作面设置防突牌板，可随时掌握施工进度，确保钻孔超前距和控帮距达到防突要求，只要高度重视超前探放工作的重要性，就可防患于未然。二、瓦斯抽放在地面设有永久瓦斯抽放站。永久瓦斯抽放泵敷设61 有高压和低压两套瓦斯抽放管，抽放管路经回风斜井→+1230m东翼回风巷→工作面（东翼采区回风上山）。在工作面开门施工前，需将瓦斯抽放管接至工作面，并随巷道前进而前移，如工作面揭煤、顺煤层掘进或出现瓦斯异常，即按防突设计要求用高负压瓦斯抽放泵对工作面进行瓦斯抽放。三、监测监控在地面监控室设有kJ90NA监控系统主站，配套两台专用电脑监控井下，在井下设有KFD-2监控系统分站，通过KJJ46信息传输接口到地面。监控线路从地面监控室（监控中心）→副斜井→+1200m东翼轨道运输巷→东翼边界联络巷→工作面（东翼采区回风上山）。在工作面巷道内安设2台CH4传感器，第一台CH4传感器安设在距工作面迎头不大于5m的位置，报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.2%CH4，复电浓度＜0.8%CH4。第二台CH4传感器安设在距全风压风流10m～15m的工作面回风流中，报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1%CH4，复电浓度＜0.8%CH4。CH4传感器按规定挂在非风筒侧，距顶板不大于300mm、距巷帮不小于200mm的稳定风流中，其断电范围为掘进巷道及其回风流所经巷道内的所有非本质安全型电气设备的电源。同时，在工作面回风流中安装GTH500（B）型CO传感器1个。局部通风机安装风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，实现停风即停电，瓦斯超限即停电的目的。局部通风机安设开、停传感器和风筒传感器。在回风斜井总回风流中安装有CO传感器、风速传感器、温度传感器与CH4传感器，随时监测总回风流的风速、温度、CO浓度、CH4浓度。确保通风质量。当CH4≥0.75%，要分析查明原因，消除隐患。附6：监测监控示意图四、瓦斯检查61 在巷道施工过程中，安排安全员、瓦检员跟班，及时检查工作面风流、回风流的瓦斯情况，对硐室、机电设备附近以及容易造成瓦斯积聚的地点进行重点检查，每班检查次数不得少于3次，时间间隔不得小于2小时、大于3小时，当出现瓦斯异常时要进行跟踪检查，查明原因，消除隐患。在工作面门子口设置瓦斯牌板。第四节、综合防尘防尘水取自地面高位水池，经DN25防尘管路接至工作面，施工前、放炮后，必须及时喷洒防尘水。施工过程中采用湿式打眼，爆破时必须使用水炮泥封孔，爆破地点安设喷雾装置进行洒水喷雾降尘，按防尘措施设置好喷雾设施、水幕装置及隔爆水槽棚，定期冲洗岩帮，个人佩带防尘口罩等综合防尘措施。加强工作面通风，防止岩（煤）尘二次飞扬。第五节、防灭火在+1200m东翼轨道运输大巷消防硐室内备有各种消防器材。定期冲洗巷道顶帮，并由瓦斯检查员进行经常性检查，采用风钻湿式打眼，采用阻燃材料，杜绝火源下井。第六节、供电系统工作面动力电源接自井下中央变电所，经KBZ9-400馈电开关后，采用MY25mm2型电缆送至工作面。电缆敷设路线：井下中央变电所→副井车场绕道→+1200m东翼轨道运输大巷→东翼边界联络巷→工作面（东翼采区回风上山）第七节、排水系统工作面淋涌水经各巷道水沟排至中央水仓（其流经路线为：工作面→东翼回风巷→东翼边界联络巷→+1200m东翼轨道大巷→副井车场绕道→61 中央水仓），再经中央泵房主排水泵排至地面。第八节、运输系统空车：地面→副斜井→副井井底车场→+1200m东翼轨道运输大巷→东翼边界联络巷→东翼回风巷→工作面(东翼采区回风上山)运矸：工作面→东翼回风巷→东翼边界联络巷→+1200m东翼轨道运输大巷→副井井底车场→地面（排矸场）运料：地面→副斜井→副井井底车场→+1200m东翼轨道运输大巷→东翼边界联络巷→东翼回风巷→工作面（东翼采区回风上山）附图7：工作面位置及运输线路图第九节、照明、通信及信号系统1、照明：在副井井底车场、+1200m东翼轨道运输大巷、东翼边界联络巷上山上、下变坡处、东翼采区回风上山底弯路躲避洞及绞车房等处安装127V的防爆照明灯。在耙装机头安装防爆照明装置。2、通讯及信号：⑴、矿设有完整的通讯系统，地面调度室、井口绞车房、监控室、压风机房、配电室（发电机房）等主要地点，矿长、总工程师、安全矿长、生产矿长、机电矿长及各部室主要负责人家，施工队主要负责人家等都安装有内部程控电话或矿用本质安全型隔爆电话，能通过电话与井底车场、主要硐室及各作业点直接联系。⑵、在61 副井井底车场、水泵房、充电硐室、东翼采区变电所、东大巷车场、东翼边界联络巷下躲避洞、上部绞车房、工作面等地点必须安装矿用本质安全型隔爆电话。工作面隔爆电话随工作面前进而前移，距工作面迎头不大于50m；保证能够及时传达或接收安全、生产等各项指令。当工作面发现异常情况时，必须用电话与地面（调度室）联系。3、信号：副井井口与井底车场、东翼边界联络巷上部和下部、东翼采区回风上山绞车房和下部躲避洞必须安设绞车声（电铃）、光（红绿灯）信号。附图8：通讯系统图。第六章、劳动组织及主要技术经济指标第一节、劳动组织采用“三·八制”作业，为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据施工组织设计的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。根据织府办【2010】78号文的有关规定：掘进工作面同时作业的人员不得超过9人。劳动组织表序号工种名称定员人数备注小班圆班1队级管理（5人）队长132技术员113质检员114生产人员（35人）班长135打眼工266装岩工267(喷浆工)398运输工269放炮员1210耙斗机司机1361 11辅助人员（36人）电钳工2612水泵工1313信号工1314安全员1314瓦检员1315绞车司机2616钉道工1317充电工1318拌料工26合计76第二节、循环作业掘进施工实施循环作业，每循环进度为1.87米，日进2个循环。一、二班掘进，三班支护。全月25天掘进，5天打防突（瓦斯、水）钻孔。正规循环作业图表：工程名称时间(小时)一班、二班三班24682468安全检查0.5打眼2装药、放炮0.5通风、洒水、检测0.5敲帮问顶、临时支护1.5出矸2.5地面拌料4打锚杆、挂网3.5喷浆3.5清理0.561 第三节、工作面主要技术经济指标序号项目单位每米总计备注1循环进尺m1.872日进尺m3.743月进尺(循环率85%)m794掘进断面m210.995掘进体积m310.998686(喷浆)m30.86687锚杆φ20*L2000根1086800mm×800mm8托板块10869MSCK2835锚固剂支217210水沟掘进断面m20.20--荒宽500×荒深400mm净宽300*净深300mm11水沟掘进体积m30.2015.812水沟砼浇注m30.118.69C20砼浇注，浇厚100mm第七章、安全制度1、严格遵守“安全第一、预防为主，综合治理，总体推进”的安全生产方针，管理、装备、培训并重。2、严格执行交接班制度：当班班长、安全员、瓦检员、放炮员等必须与接班班长、安全员、瓦检员、放炮员等当面交清工作面安全情况与设备的运行状况。除班长和要害岗位人员在现场实施交接班外，其他人员严禁在现场交接班。3、严格执行“敲帮问顶”制度：进入工作面前、放炮前后，61 安全员和当班班长应对工作面进行全面检查，按要求对可疑地点进行敲帮问顶，如有异常，应及时妥善处理。4、严格执行“远距离放炮”制度、“一炮三检”制度和“三人连锁”放炮制度：班长、安全员、瓦检员、放炮员在定、放炮时必须严格遵守，带班矿长督促落实。5、通风管理制度：按通风系统设计要求，及时在相关地点设置局部通风机等通风设施，并按规定对风筒、局部通风机等通风设施进行管理。局部通风机设专人负责管理。6、安全检查制度：不定期的组织相关人员对井下各作业场所及相关硐室、巷道进行检查，对查出的隐患要按照“五落实”（即：治理责任、措施、资金、期限和应急预案的落实）的原则进行整改，对当班不能整改完成的隐患，要制定详细的隐患整改计划，责任到人，限期整改。7、火工产品管理制度：雷管、炸药必须做到“分装、分运”并归箱上锁，坚持班领班用，对当班不能用完的要坚持退库制度，绝不能随意乱丢乱扔。严禁使用过期或变质的雷管、炸药。8、运输管理制度：严格遵守斜巷提升(包括回风斜井提升和上山提升)运输制度，做到“行车不行人，行人不行车”。平巷人力推车严格遵守《人力推车安全措施》中相关规定。9、工程质量验收制度：严格按设计标准进行巷道施工，不符合设计要求的工程一律责令返工整改，否则不得予以验收并由矿追究相关人员的责任。10、防突管理制度：为防止煤与瓦斯突出与突水事故，必须严格按照“逢掘必探、先探后掘、长探短掘”的防突制度组织施工。工作面掘进必须探水(瓦斯)前进，保证20m以上的超前距离和20m以上的控帮距，其具体探水(瓦斯)61 钻孔布置另行专门制定。11、安全学习制度：施工前，工程技术人员要到施工队组织职工学习本作业规程，并按规定作好学习记录。第八章、安全技术措施第一节、一般规定1、所有入井人员必须服装整齐，不得穿化纤衣服，不准带香烟和点火工具下井，同时必须佩戴安全帽、矿灯、隔离式自救器。2、入井前严禁饮酒，情绪（行为）反常、精神不振者不得入井。3、每班班前，必须召开班前会议，当班的所有人员必须人人参加。交待当班工作任务、安全事项、前班遗留问题及处理办法，并作好记录。4、检查当班所用工、器具的完好性，保证所带工、器具齐全。5、严禁携带手机等非防爆电子产品入井。6、严格入井检身制度，井口设专人对所有入井人员进行入井检身和升井清点工作。做到班前会参会人员、矿灯（自救器）发放人员、入井检身（出井清点）的人员“三统一”。7、坚持交接班制度，检查上班工作情况、顶板情况、空气质量情况、瓦检记录情况、涌水情况、机械设备运行情况、瞎炮处理情况等，交清本班安全及生产上存在的问题。第二节、一通三防1、通风管理：⑴、掘进通风方式必须采用压入式，通风机安装在+1200m东翼轨道运输大巷车场防突风门外新鲜风流中。61 ⑵、局部通风机必须实行“双风机、双电源”并能自动切换，保证局部通风机正常运转和工作面的正常通风。⑶、局部通风机必须执行“三专两闭锁”。即使用专用变压器、专用电缆、专用开关供电。两闭锁指风电闭锁和瓦斯电闭锁，确保瓦斯超限（或停风）时能自动切断供风巷道内的一切非本质安全型电气设备的电源。⑷、局部通风机必须设专人管理，要保持通风机常开不停，任何人不得擅自停机；若需要停机时，必须制定专项安全措施，报经总工程师审批后方可进行。⑸、由于停电或者其它的原因造成局部通风机不能正常运转时，要停止作业，切断电源，撤出人员，并设置警示牌，禁止人员进入。在恢复通风前必须检查局部通风机及其开关附近10m内的瓦斯浓度和掘进迎头的瓦斯浓度，只有在局部通风机及其开关附近10m范围的瓦斯浓度＜0.5%和工作面瓦斯浓度＜3%时，方可人工开启局部通风机。⑹、风筒出风口距工作面迎头不得超过5米。风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒吊挂严禁“铁铁相连”。风筒严禁拖地，接法符合规定要求，拐弯处要设弯头，做到转弯圆滑，及时补好破口或更换风筒，严禁无风或微风作业。⑺、上山施工时，要准备足够数量的备用风筒，如因放炮等原因造成风筒损坏或通风不畅时，安全员、瓦检员和当班班长应及时组织人员进行处理（如更换风筒等），确保风路畅通，防止瓦斯积聚。⑻、对工作面进行定期测风，确保工作面有足够的风量。2、瓦斯管理：⑴、严格执行“四位一体”防突措施，巷道揭煤前必须编制专项61 揭煤设计并严格组织实施。⑵、严格执行瓦斯检查制度，严禁瓦斯超限作业。严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”；严格执行炮眼布置、装药量、炮眼装填的规定。对发生高冒地点，要及时采取支护，防止有害气体积聚。⑶、带班矿长、值班队长、工程技术人员、班组长、安全员、瓦检员、电钳工等要随时携带便携式瓦检仪，掘进作业时，班组长必须将便携式瓦检仪挂在巷道高处，随时监测工作面瓦斯情况。⑷、职工必须熟悉煤与瓦斯突出预兆。无声预兆：工作面顶板压力增大，煤壁被挤出，片帮掉渣，顶板下沉或底板鼓起，煤层层理紊乱，煤暗淡无光泽，煤质变软，瓦斯忽大忽小，煤壁发凉，打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。有声预兆：煤层在变形过程中发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮、声音有远到近，由大到小，煤壁发出颤动和冲击，顶板来压，支架发出壁裂声音等，掌握突出前度预兆，就可以及时采取预防措施，确保矿工的生命安全。⑸、当局部通风机停止运转时，必须立即将工作面人员全部撤到安全地点，切断电源。恢复通电前，必须检查瓦斯，只有停风中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%时，只有在局部通风机及开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机恢复正常通风。⑹、工作面风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须立即停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。⑺、停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，瓦检员必须立即报告61 调度室和矿总工程师，必须编制安全排放瓦斯措施，报总工程师批准后，按措施规定由矿山救护队进行处理。⑻、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，并向调度室汇报。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%或其他有害气体浓度超过规定不能立即处理时，必须在24小时内封闭完毕。井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每班至少检查一次。⑼、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%，必须停止作业，并采取措施进行处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%，回风流瓦斯达到1%时，必须停止作业，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1.5%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，并采取措施进行处理。⑽、掘进工作面及其回风巷道内体积大于0.5m3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。⑾、工作面必须安排专职瓦斯检查员，经常检查工作面的瓦斯情况；每个检查不得少于3次，时间间隔不得小于2小时大于3小时；当出现瓦斯异常时，要进行跟踪检查，查明原因，消除隐患。瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查员必须立即责令现场人员停止工作，切断超限区域内电气设备电源，并将人员撤到安全地点。⑿、严禁在停风区或瓦斯超限的区域内作业。3、防止煤和瓦斯突出巷道施工前，必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》编制《东翼采区回风上山防突设计》，在巷道靠近煤层、揭煤、过煤层或沿煤层掘进时，必须按照“四位一体”防突要求，编制专项安全技术措施，作好“预测预报、防突措施、防突措施的效果检验及安全防护措施”等方面的工作，61 严格执行远距离放炮制度。4、防尘管理⑴、完善矿井防尘系统，在掘进巷道中安装3道喷雾装置（即工作面喷雾装置、耙装喷雾装置和回风喷雾装置），在爆破后耙装前，必须对煤（岩）堆进行洒水降尘。⑵、经常冲洗巷道顶帮和管路上的粉尘。⑶、采用湿式打眼，装药爆破时每眼必须使用1～2节水炮泥。⑷、施工人员必须佩带防尘口罩。⑸、要经常派人检查防尘管路，发现问题要及时处理。第三节、顶板1、开工前，班长必须先检查帮、顶安全情况，确认无任何隐患后方可施工。2、严格执行敲帮问顶制度，每次进入工作面前，班长必须对工作面顶板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患后方可入内，打顶部眼前或放炮前后，必须由有经验的工人站在找顶区上方安全地点用长柄工具找净帮、顶危岩浮矸，防止掉矸伤人。3、打眼作业时，必须有专人站在身后随时观察巷道顶帮围岩情况，发现问题，及时处理，防止片帮或掉矸伤人。4、巷道开口时，若遇顶板不好，根据围岩情况，严格控制空顶距，采取做好超前支护、缩小锚杆间、排距、补打锚杆、采用多打眼，少装药，放小炮等措施，保持围岩的稳定性，严禁放炮撕帮。5、施工过程中若遇顶板破碎或者地质构造时，要根据现61 场情况采取相应措施，改变支护形式，加强对围岩的维护。如缩小循环进度、及时打锚杆、挂网喷浆，缩小锚杆间、排距、增打锚索。6、加强临时支护和永久支护工作，初喷及时跟头，复喷距迎头不超过10m。必须保证喷浆质量。7、实行光面爆破，要合理布置好炮眼，要采用多打眼，少装药，放小炮，尽量保持围岩的稳定性，搞好巷道成形，严禁超宽。8、锚杆支护时，锚杆应尽量垂直巷道壁面，金属网应随巷道轮廓线辅设，并与岩面保持不小于30mm空隙，金属网与锚矸要连接绑扎牢固。巷道内有松动锚杆要及时坚固。喷射作业中如果发现脱落的砂浆被金属网夹住时，应及时清除补喷。9、在巷道开门、过断层或过断层破碎带、托顶煤、巷道宽度增大时，必须及时加打锚索，加强对围岩的维护。第四节、爆破1、掘进打眼⑴、操作人员必须熟练掌握使用凿岩机械性能，严禁不熟悉人员操作。⑵、打眼扶钎人员，严禁带手套操作，以防钎杆卷手。⑶、为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力过猛，更不能横向加压，发现声音异常或卡钻时要停止运转进行检查。⑷、工作面打眼期间，严禁在工作面范围内进行装岩倒碴等工作。⑸、工作面在装药未爆或有瞎炮的情况下，必须先行处理后，才能进行打眼。⑹、多台机具同时打眼时，应设专人在其后负责安全，注意顶板围岩、操作安全的协调工作及其他突发事件。⑺61 、每班开工前及放炮后，都必须三位（班组长、瓦检员、放炮员）一体进行安全检查，随时掌握瓦斯和顶板变化，认真敲帮问顶，发现问题及时处理。⑻、遇到下列情况，应立即停止打眼，进行处理。a、顶板压力大，临时支护未跟上时，或顶板破碎有冒顶危险时。b、巷道有挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、淋水增大，顶板来压、底板鼓起、或产生裂隙发现涌水，水色发挥有臭味等透水征兆时。c、眼内有瓦斯突出，有响声、瓦斯超限时。2、爆破材料运输⑴、电雷管必须由当班放炮员亲自运送，炸药由放炮员或在放炮员监护下，由经过专门训练的人员运送。⑵、爆破材料必须装在具有耐压和抗撞击、防震、防静电的非金属容器内并上锁，电雷管和爆药严禁混装，严禁将爆破材料装入衣袋内。⑶、领到爆破材料后，应直接运至工作地点，禁止途中逗留。⑷、携带爆破材料人员不得在交接班的时间内上下井。⑸、严格执行炸药、雷管的领退、运送、保管、使用制度。当班剩余爆破材料及残爆雷管必须及时交回。3、装配引药⑴、必须在顶板完好，支架完整，避开电器设备和导电体的安全地点进行，严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷，装配起爆药卷数量以当班需要数量为限。⑵、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线或损坏脚线绝缘层。⑶61 、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹签、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。⑷、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭接成短路。4、爆破母线和连接线应符合下列要求：⑴、煤矿井下爆破母线必须符合标准。⑵、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互相扭紧并悬挂，不得与轨道，金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。⑶、巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破母线。⑷、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧，不得同任何导电、带电体接触。⑸、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。⑹、爆破前，爆破母线必须扭结成短路。⑺、联线完成后，放炮员边检查边撤退，无问题后由放炮员在地面起爆放炮。5、放炮⑴、放炮员必须持证上岗，制作引药、装药放炮必须由放炮员进行，必须使用煤矿许用毫秒电雷管和3级煤矿许用的乳化炸药。电雷管最后一段延期不准超过130ms。⑵、必须采用正向装药，严禁反向装药。⑶、炮眼长度小于0.6m时不准放炮。严禁放糊炮、明火放炮、一次装药多次放炮，炮眼封泥长度不准小于500mm61 ，严禁用煤粉，块状或其它可燃性材料封口，无炮泥和封孔不实的炮眼，严禁放炮。⑷、放炮地点20m范围内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道1/3以上时，不准放炮。在放炮地点20m内，风流中瓦斯浓度达到1%时，不准放炮⑸、连线放炮，只能由放炮员一人操作。⑹、放炮必须使用MFB-200型发爆器放炮，严禁用矿灯等其它方式放炮，放炮母线长度不得小于300m，放炮地点在距警戒地点不得小于300m。⑺、每次爆破作业前，放炮员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。⑻、放炮员必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。⑼、发爆器的把手或钥匙，必须由放炮员随身携带，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。⑽、爆破前，班组长必须清点人数，并派专人到可能通往爆破点的岔道口设岗警戒、堵人，设岗地点必须设在防突风门外新鲜风流中，且距离爆破地点的距离不得少于300m，班长必须亲自检查撤人和设岗情况，确认无误后，方准下达起爆命令。放炮员接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒钟，方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。⑾、爆破后，待工作面的炮烟吹散，30分钟后，放炮员、安全员、瓦检员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查爆破、洒水降尘，通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、残(拒)爆、瞎炮等情况，如有异常，必须立即处理。⑿61 、通电以后拒爆时，放炮员必须先取下放炮器把手或钥匙，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，找出拒爆原因。由于连线不良造成拒爆的，放炮员先扭接放炮母线，取下钥匙，收好放炮器，重新检查连线。单眼拒爆的应在拒爆眼0.3m以外另打一与拒爆眼平等的新炮眼，重新装药放炮。班长必须现场指导并在当班处理完毕，否则，放炮员应在现场向下一班放炮员交接班。严禁拉出、镐挖；严禁打眼加深炮眼，严禁压风吹。⒀、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，应在当班处理完毕。⒁、用电工具未撤出工作面，爆破材料不准进入工作面。⒂、放炮前，机器、工具、电缆等都要运出工作面并加以可靠保护，现场人员全部撤到安全地点，并设专人在可能进入放炮地点的通道上设好警戒。⒃、严禁直线与短距离放炮，直巷放炮安全距离必须大于300米。在巷道揭煤时，必须严格执行远距离放炮制度，放炮时，工作面及回风流所经巷道内，必须停电、撤人。⒄、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。⒅、炮眼内发现异状，如温度忽高忽低，有显著瓦斯涌出、松散，可能透老空等情况时，不准装药放炮。。第五节、防治水1、做到“逢掘必探，先探后掘、长探短掘”。2、施工人员必须熟悉透水预兆。当工作面出现透水预兆时，必须立即停止作业，发出警报，及时汇报矿调度室，并采取措施进行处理。如现场无法处理时，必须撤出所有受水威胁地点的作业人员。61 井下透水的预兆：煤层发潮发暗，在煤裂隙表面附者有暗红色的水锈。巷道壁或煤壁“挂汗”。煤壁变冷。工作面温度降低。顶板来压，淋水加大或底板鼓起，出现渗水。出现压力水流（俗称水线）。水叫，煤岩层裂隙中有水挤出，发出“嘶嘶”的响声。工作面有害气体增加。煤壁或巷道壁“挂红”。打钻时有水流出或钻孔底松软。3、施工期间，要派人经常清理水沟，确保水沟畅通。4、打眼时，若遇钻眼出水，必须立即停止作业，且不准拔出钎子。立即汇报矿调度等候处理。5、钻进时，如发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须立即停止钻进，但不得拔出钻杆，由班长立即向矿调度室汇报，并派人监测水情，如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，并汇报矿调度室，等候处理。6、井下现场作业人员必须熟悉发生水灾时的避灾路线，确保发生灾害时能够及时安全撤离。第六节、机电1、入井设备、电缆必须持有煤矿安全使用合格证和入井许可证。选用时应符合《煤矿安全规程》的要求。2、所有设备必须按供电设计要求接线。电缆悬挂整齐，不准落地。3、定期检查机电设备的完好情况，及时加注润滑油或更换油脂，严禁设备带病运行或使用不完好的设备。杜绝机电设备的失爆现象。4、严禁带电作业，检修、拆除、挪移电缆和搬迁电气设备时，必须先切断电源，闭锁上一级开关，并悬挂停电牌，坚持“谁停电谁送电”的原则，严禁预约送电和信号送电。61 5、检修电气设备和开关时，必须两人在场，一人检修一人监护，电器设备开盖前必须检查瓦斯，只有在设备附近20m范围内的瓦斯浓度在1%以下方能工作，并作好电气设备的验、放电工作，严格按照操作规程作业。6、漏电、过流、接地、风电、瓦斯电闭锁等保护装置必须齐全可靠，并符合相关规程要求，严禁设备无保护运行。7、开关熔断器严禁用替代品，开关的电源整定值一经供电部门设定，禁止随意改动；若因负荷增加确需调整时，须报请供电部门同意后由其派专人进行调整，区队电工无权擅自调整开关电流整定值。8、开关应放在顶板完好、无淋水、支护良好的地方，接地极及局部接地应符合规定。撤除的旧电缆严禁复用，应及时回收入库。9、开关要台台上架，四小电器上板，电缆、信号线悬挂整齐。10、供电必须做到“三无”（即：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头）、“四有”（即：有接地保护、有过流保护、有螺丝和弹簧垫、有挡板和密封圈）、“两齐”（即：电缆悬挂整齐、机电硐室设备整齐）、“三全”（即：防护装置全、绝缘悬挂用具全、图纸资料全）。不准随意更换供电负荷，确需更改时，必须重新审批。11、更换大件设备时，必须编制专项措施。采用顶板打锚杆或锚固方式起吊设备，起吊锚杆不得少于2组，每组不少于2根锚杆，起吊设备的吊链必须与锚杆采用链环固定牢固，起吊时，人员必须撤到安全地点，设备附近2m内不准有人，确保安全。12、电气设备的检修、维护、保养和调试工作，必须由专人负责，高压电气设备维修和调试工作，必须由主管部门负责。61 13、一切容易碰到的裸露的电气设备，极其转动的转动部分（靠背轮、皮带、齿轮和胶带输送机滚筒等）都必须加装护罩或金属网遮拦，以防人员意外碰伤，发生事故。14、各电气设备必须安设在支护完好，顶邦完整且无淋水的安全地点，工作面有淋水时，必须采用旧风筒或旧皮带将机组的电气部件遮护严密，以防其受潮接地。15、提升绞车必须有可靠的过卷保护和提升信号装置，并由专职司机操作。第七节、运输1、耙装机使用安全技术措施⑴、耙装机到迎头的距离最大不超过40米，最小不小于6米。⑵、固定钢丝绳滑轮的锚桩用钢材加工，所有固定楔眼深度不小于600mm，用于固定的绳鼻套钢丝绳严禁断丝、断股，及时更换不合格的绳套。⑶、出矸时，耙装机前严禁有人，停机后必须停电打闭锁，严禁用手扶摸运行中的钢丝绳。⑷、导向轮为5T的轴承滑轮，所有导向轮各个部件必须完好，且其承载能力必须达到要求。要求禁止非标准件替代原构件。⑸、出矸作业时，班长必须现场指挥生产。⑹、必须装有封闭式金属挡绳栏和防耙斗出槽的护栏，每班开机前检查其完好情况。⑺、耙装机绞车的刹车装置必须完整可靠。2、耙装机移动措施⑴、移机前必须将新铺的轨道垫实，道木间距900mm,轨距600mm,禁止轨道和道木悬空。61 ⑵、扒装机到位后应立即固定，其放置处必须达到永久支护的要求。⑶、移机时扒机前方严禁有人。⑷、移机顺序：出净活矸→前移扒斗→铺设临时轨道→松开抱轨器等固定装置→将耙斗在迎头生根卡死→发信号启动耙矸机前移→耙矸机到位后立即固定→松开扒斗固定的元宝卡→进行试运行⑸、弯道移机时，如弯道的范围太小，必须将耙装机解体后再进行移机作业，解体过程中，耙装机容易倾倒的方向上严禁有人站立或工作，解体的起吊电器要正确，并有专人观察解体过程的安全工作。⑹、平巷移机时，耙装机司机操作要熟练，移机的速度要缓慢，不得过快过猛，司机的精力要高度集中。⑺、上山移机采用绞车牵引，缓慢进行，耙装机后至底弯路严禁有人。3、装岩⑴、耙装机必须有照明装置。⑵、在装车过程中，遇到未爆炸的炸药、雷管要检出来，由放炮员交回火药库。⑶、装车期间，严禁在耙装机尾槽下或牵引钢丝绳活动区域内站人或进行其他工作。⑷、耙装作业开始前，甲烷断电仪的传感器，必须悬挂在耙斗作业段的上方。4、人力推车时，必须遵守下列规定：⑴、一次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同时推车的间距，在轨道坡度不大于5‰时，不得小于10米；轨道坡度大于5‰时，不得小于30米；坡度大于7‰时，严禁人力推车。61 ⑵、推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物、从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。⑶、严禁放飞车。3、运输管理⑴、轨道要严格按照要求铺设。⑵、上山提升，每15m安设1个地轮。同时加强对地轮的维护管理，确保地轮的正常运转，如有损坏要及时更换。⑶、按照规定加强钢丝绳和绞车的检查和维护。⑷、斜巷运输必须坚持“行人不行车、行车不行人”制度。⑸、斜井、斜巷、串车提升严禁乘人，串车必须系挂保险绳。斜井、斜巷必须设置安全挡车装置，并经常进行检查维护，以防跑车伤人。⑹、加强绞车司机的业务学习，坚持持证上岗制度。⑺、电钳工必须加强对点铃信号的检查维护，做到信号不清，严禁提升；必须每班对绞车各部件及其电气设备检查维护，发现问题时及时处理。第八节、防灭火管理⑴、每隔50m要留出一个水门，定期冲洗巷道壁。⑵、电气设备或电缆着火时，首先切断电源，用矸石、砂子进行灭火，严禁使用水管灭火。⑶、井下使用过的棉纱布头，润滑油、纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由当班人员运出。⑷、严禁火种入井，严禁在井口房、通风机房周围20米以内使用明火、吸烟或火炉取暖。61 ⑸、严禁明火作业，严禁电气设备失爆。⑹、遇火灾时，应视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。第九章、灾害预防及避灾路线第一节、灾害预防为了使全体人员在工作面发生水灾、火灾及瓦斯煤尘爆炸和有害气体涌出时能够脱险，要求所有入井人员必须作到：1、能够正确使用自救器，并坚持佩带。2、熟悉各种灾害发生时的避灾路线。3、熟悉掌握透水预兆、火灾预兆、煤与瓦斯突出预兆、瓦斯浓度变化等情况，发现异常时能及时汇报并沿避灾路线避灾。4、严格依照防治水、防瓦斯、防煤尘、防火灾、防顶板等安全技术措施施工，严格遵守各项制度。5、当灾害发生时，不要惊慌，要听从安排指挥，进行避灾。6、电话距工作面不得大于100m,并保持完好。第二节、应急措施发生事故后，调度室应首先召集应急救援指挥部有关成员，分析事故的危害程度，以最快的速度组织抢险，避免事故的扩大。其次，根据事故的危害程度和事故的大小，通知救护队和主管部门请求救援。第三，通知医疗部门做好抢救的准备工作。1、发生瓦斯、煤尘爆炸后的应急措施61 当发生瓦斯、煤尘爆炸事故后，为最大限度的减少损失，避免无谓的牺牲，要尽快完成救援工作。⑴、现场抢救：当发生灾害后，第一发现人员应利用附近通讯设备及时报告矿调度室，详细汇报灾害发生的时间、地点、性质、范围，同时通知灾区回风侧人员，有领导、有组织地按避灾路线撤退到新鲜风流地点待命或撤出井外，在此同时井下所有人员必须佩戴好自救器。矿调度室按救灾通讯汇报有关领导及矿山救护队，立即组织抢救。⑵、抢救指挥：矿领导和有关人员接到通知后，立即到井口集中，立即成立抢救指挥部及救灾执行组，负责灾害的抢救和处理工作。指挥部应迅速派遣矿山救护队抢救遇难人员，侦察灾害地点、性质、遇难人数、位置以及通风设施破坏情况等。指挥部根据了解的情况和矿井灾害预防处理计划，指定矿山主管技术的负责人召集通风、机电、掘进、维修及矿山救护队等有关人员迅速制定救灾实施方案交指挥部审定执行。指挥部组织后勤部门及时准备好救灾所需的设备和物资，做好井下人数的统计工作、医务准备工作、家属的安抚工作以及各项治安工作。⑶、井下处理的一般原则：第一、集中力量抢救遇险人员，使其安全脱险。第二、由救护队集中力量消灭爆炸后产生的火源，如火势较大暂时不能扑灭，应立即进行局部密闭，密闭后再研究灭火方案。第三、恢复通风、排水，修复破坏的通风设施，尽可能维护原有的通风系统。61 第四、停电顺序：当井下发生爆炸事故时，首先由当班电工切断对本地点的电源，电话通知变电所停止对灾区的一切电源；当灾害波及到全矿时，由调度室通知地面变电所停止井下的一切供电，以防二次爆炸。第五、风流控制顺序：由矿技术负责人决定采用的供风和停风措施。2、当发生火灾时的应急措施⑴、首先查明火区地点、范围、发火原因，并根据具体情况采取防止火烟侵袭、蔓延的措施。⑵、迅速组织，撤出灾区和受威胁区域的人员。⑶、切断火区电源。⑷、井下处理火灾，遇瓦斯、煤尘爆炸危险时，要在火区进风口连续观察沼气浓度，同时充分备料，抓紧进行密闭，建立防暴墙。要及时将人员撤退到安全地点。⑸、灾区人员，应立即组织就地扑火，必要时将排水管路临时改为消防管路，如无法扑灭，应立即组织人员撤离灾区。3、当发生顶板事故的应急措施⑴、首先要查明冒顶区是否埋压住人，如有人被埋住，则要查明被压的人数、位置。如果冒落的煤岩直接压住人，就要立即采取措施进行营救。凡人能够到达的地方，要迅速维护住顶板，并要快速排挖煤、矸，扒出被埋压的人员，但要谨慎使用金属工具，防止伤害遇险人员，救援人员不能到达的地方，要视顶板冒落情况，在冒顶区清出通道或另贴邦掘进巷道、贯眼，到达冒落区寻找遇险人员。⑵、积极恢复冒顶区范围的正常通风。⑶、处理中，必须始终坚持由外向里，加强支护，防止顶板再次冒落，扩大灾情。遇有大块岩石威胁遇难人员时，只准用千斤顶挪移，确保遇难者和救援人员在抢救过程中的安全。61 ⑷、如果发现有人被堵在里面，一方面抓紧抢修维护通道，另一方面要设法给被堵人员供风（如利用压风管、水管供风等），里面的人员也要积极配合。⑸、矿领导和有关人员在接到冒顶报告后，必须迅速赶赴现场，组织指挥抢救工作。抢救中要克服急燥情绪、盲目指挥和蛮干现象，避免事故范围扩大。⑹、医务人员必须及时赶到现场，对伤员全力抢救。⑺、平时要做好急救方法的培训教育，人人掌握初步的行之有效的急救措施，以便在灾害发生后，在医生到来之前对伤员及时采取急救措施。4、当发生水灾事故后的急救措施⑴、在场的工作人员应立即将灾情向矿调度室汇报，现场的班组长应立即采取紧急措施，组织抢救和沿避灾路线撤退。⑵、在现场排水能力不足时，应增设水泵和管路。⑶、针对具体情况进行井下阻水，并保护排水设备不被淹没。第三节、避灾路线施工地点发生灾害时，现场人员要立即向调度室汇报，并及时有组织的撤离到安全地点，尽可能采取安全措施，防止事故扩大，减少财产损失。若工作面发生火灾、瓦斯事故时，人员撤离路线：工作面（东翼采区回风上山）→东翼回风巷→边界联络巷→+1200m东翼轨道运输大巷→主（副）井井底车场→主(副)斜井→地面若工作面发生水灾事故时，人员撤离路线：工作面（东翼采区轨道上山）→东翼回风巷→11802回风巷→东翼进风井（老）主斜井→地面61 附图9：避灾路线示意图第十章、其他1、各岗位工种除严格执行本规程外，同时遵守岗位责任制。《绞车工岗位责任制》、《信号工岗位责任制》、《把钩工岗位责任制》、《耙斗机司机岗位责任制》、《车工岗位责任制》、《电气工岗位责任制》、《补修工岗位责任制》、《压风工岗位责任制》、《计量员岗位责任制》、《质量员岗位责任制》、《技术员岗位责任制》、《测绘工岗位责任制》、《钻眼工岗位责任制》、《放炮工岗位责任制》、《锚喷工岗位责任制》、《瓦检员岗位责任制》。2、巷道文明生产要求：巷道内无淤泥、无积水、无杂物。各种材料工具必须按规定码放整齐，风、水管路要按要求吊挂好，不得漏风、漏水。3、其他未尽事宜，按照《煤矿安全规程》（2010年版）规定执行。61