大田坝煤矿掘进作业规程.doc

贵州诚搏煤业有限公司大田坝煤矿1808措施巷掘进作业规程 贵州诚搏煤业有限公司大田坝煤矿掘进作业规程编号：掘20171号 工作面名称：1808措施巷掘进工作面 编制时间：二0一七年五月二十四日目 录第一章 编制说明及依据5第一节 编制说明5第二节 编 写 依 据5第二章 概况及地质情况5第一节 工程概况5第二节 巷道位置及相邻关系6第三节 地质水文情况6第四节 瓦斯地质及冲击地压情况7第三章 巷道断面及支护说明8第一节 永久支护设计8第二节 临时支护设计9第三节 矿 压 观 测9第四章 施工方法和施工工艺9第一节 施工方法10第二节 施工工艺10第三节 装 载 与 运 输11第四节 管线敷设11第五节 主要设备及工具配备12第五章 生产系统12第一节 通风系统12第二节 安全监控系统16第三节 运输系统17第四节 压风防尘系统17第五节 供电系统18第六节 排水系统19第七节 通讯系统19第六章 劳动组织及主要技术经济指标20第一节 劳动组织20第二节 循环作业20第三节 主要技术经济指标21第四节 安全质量标准21第七章主要安全技术措施23第一节 施工准备23第二节 顶板管理安全技术措施23第三节 “一通三防”安全技术措施28第四节 放炮安全技术措施35第五节 防治水安全技术措施39第六节 机电运输管理40第七节、其它安全技术措施43第十节、工作面避灾路线43（一）避灾原则43（二）避灾路线44附图件：1、巷道布置图（比例） 2、通风系统及监测监控布置图（示意） 3、运输路线示意图 4、通讯及防尘压风管路系统示意图 5、供电系统图（示意） 6、放炮站岗警戒布置图（示意） 7、避灾路线示意图会 审 栏名 称1808措施巷掘进作业规程（2017.5）姓 名意 见时间编 制通防副总生产副总机电副矿长生产副矿长安全副矿长总工程师矿 长会审意见：第一章 编制说明及依据第一节 编制说明 2017年2月22日中班1808采面中上段发生了局部冒顶，导致工作面堵塞，能通风，但不能行人。为确保有效处理1808采面冒顶区域和安全回撤采面设施设备，经诚搏公司和我矿共同研究决定：采取在1808运输巷向上施工1808措施巷，以避开1808采面冒落区及影响带。为确保施工安全，特编制1808措施掘进作业规程，务必严格遵照执行。第二节 编 写 依 据1批准的习水县大田坝煤矿开采设计方案2批准的习水县大田坝煤矿安全专篇3煤矿安全规程、煤矿防治煤与瓦斯突出规定、煤矿防治水规定4现场实际情况。矿压资料、采面地质情况。5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。6参阅其他技术规范第二章 概况及地质情况第一节 工程概况一、工程特征巷道名称类别断面形状支护方式净断面m2毛断面m2长度m平均坡度方位角0标高1808措施巷煤巷矩形单体液压支柱配合铰接顶梁6.06.2683203500865-901m二、巷道布置及用途1、距原1808工作面下出口10m位置开口，顺煤层以方位角3500，平均坡度320，施工约68m与上部1808回风措施巷贯通。由于煤层呈上缓下陡，该巷存在下半段坡度大，上段坡度较小，上山坡以煤层实际倾角为准。 2、该巷主要作为形成1808回采工作面完整的通风系统，用于回采,为通风、回采之用。第二节 巷道位置及相邻关系 一、巷道对应地面位置 根据井上下对照图，该巷道距地表深度为250-310m，对应地表为桐榟坡，属山坡地带，地表无民房，无河流、水库、公路、铁路及水体和其他重要建筑物。二、巷道相邻关系该巷布置在C8煤层中，位于+860m运输石门东翼，处于1808运输巷与1808回风巷之间，标高范围：+865m-+900m。1808工作面上部为1806采空区，其西为1807采空区，东为原1808已采空区，其下尚未布置。巷道布置详见后附图（一）第三节 地质水文情况一、煤层赋存情况该工作面煤层赋存基本稳定,煤层结构简单，平均煤厚2.0米,煤层倾角最大550，最小100，平均倾角320。灰份1415%，硫分0.7%左右，挥发份8%左右。煤质性脆较硬，f值在3以上，半亮至光亮型煤。为中灰、低硫高热无烟煤。二、顶底板岩性直接顶：深灰色泥质粉砂岩，内含卵状硫铁矿结核，厚2.02.5米。底 板:深灰色泥岩，厚为1.2-1.6m,内含少量卵状硫铁矿结核，遇水易膨胀。附煤岩层综合柱状示意图三、地质构造情况从揭露1808运输巷、1808回风巷及开切上山掘进情况，以及1808采面已回采情况看，该区域煤层赋存基本稳定,地质构造中等。煤层呈下陡上缓。四、水文地质情况从运输巷及回风巷揭露的断层情况看,无断层水影响。1808回风巷大部份地段与上部1806采空区是联通的，上部采空区水基本释放完毕，现有少量长流水浸至1808回风巷，通过水管排至1808回风石门，最后自流至主平硐。1808回风巷涌水量为0.4-0.8m3/h。对掘进工作面不构成水害威胁。掘进期间，岩层中可能有少量裂隙水渗透。每班安排人员抽排1808回风巷内积水，必须随时保持回风巷水窝水抽干。第四节 瓦斯地质及冲击地压情况 一、瓦斯情况经鉴定：我矿属高瓦斯矿井。根据贵州省能源局文件“关于对习水县大田坝煤矿C5、C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复”（黔能生产字炭【2008】673号）及据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2008年4月20日关于习水县大田坝煤矿C5、C8、C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告：C5煤层在+871m标高以上、C8煤层在+859m标高以上、C12煤层在+856m标高以上没有突出危险。因本巷掘进工作面位于+865-+900m标高之间,属无突出危险区域。 二 、煤层自燃发火倾向性、煤尘及冲击地压情况经贵州煤田地质局于2006年4月5日对C8煤层进行鉴定，结果为煤层自燃发火倾向性为级，属不易自然煤层，煤尘无爆炸危险性。根据我矿历年回采及掘进情况，无冲击地压危险。第3章 巷道断面及支护说明第一节 永久支护设计结合1808措施巷生产、安全使用要求，以及巷道围岩变形预留量，和历年本矿工作面切眼的经验，从1807、1808开切眼使用支护情况,确定1808措施巷道断面形状为矩形，净宽为3.0m，高为2.0m(具体以煤层厚度而定,但原则上高度不低于1.6m)。巷道净断面为6.0m2,毛断面6.2m2,沿煤层底板掘进。1808措施巷采用DM-2200（2500）/100单体液压支柱配合DJB-1000型金属绞接顶梁，组成一梁一柱走向棚子支护，形成三排两控，柱距0.6m，排距1m。并用直径4-5cm结实木材、芭片背护棚顶，棚材间距0.2 m0.3 m一根，两帮打好贴帮支柱，支护必须架设牢固。附1808措施断面支护示意图第二节 临时支护设计 由于本巷措施巷坡度较大，使用前探支架较困难。因此，在清找棚顶及两帮悬浮煤矸后，采用单体液压支柱配后木顶梁作为临时支护。临时支护顺巷道方向呈双排布置，柱距1.0 m，排距0.6m。木顶梁规格：长0.5m*宽0.15m*厚0.12m详见临时支护平面图、剖面图。第三节 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：采用目测法 四、数据处理：每10天观测一次，记录、收集、分析巷道顶板离层情况，并针对性地采取相应的支护措施。 第四章 施工方法和施工工艺第一节 施工方法巷道采用钻眼爆破法掘进，巷道严格按中线施工。第2节 施工工艺 一、施工工艺流程 交接班敲帮问顶打眼、装药放炮安全检查、洒水敲帮问顶临时支护出煤（矸）永久支护（架棚）卫生清理交接班二、破岩方式 1、打眼工具：煤层采用风煤钻打眼，岩层采用T24型风钻打眼。按中线及断面设计要求及炮眼布置要求布置炮眼。炮眼掏槽方式为楔形掏槽。详见炮眼布置示意图。2、装药： 使用直径32mm的煤矿许用3#乳化安全炸药及瞬发电雷管或15段毫秒电雷管，正向装药，正向起爆。采用水炮泥和粘土炮泥封实。详见爆破说明书。3、联线方式：采用串联方式 4、放炮：采用MFB-50或MFB-100型直流防爆型发爆器正向起爆。爆破说明书炮眼名称炮眼编号孔深m装药量kg电雷管（个）起爆顺序备注每眼小计每眼小计掏槽眼1-41.50.62.414采用串联,全断面一次爆破周边眼5-141.50.64.8110合计7.214第三节 装 载 与 运 输煤（矸）采用人工装运，经措施巷自溜至1808运输巷刮板机，通过刮板机装车，人工推车至车场，经电机车运至地面。附图：运输系统示意图附后。第四节 管线敷设一、管线敷设规定原则上风筒（直径600mm）设在措施巷右帮侧，与压风管、防尘水管和监控电缆分挂两侧。电缆线位于与压风管、防尘水管之上，并与压风管保持30cm以上距离，防尘水管设在压风管之下。二、管线规格要求施工措施巷使用的压风管、防尘管均采用直径19mm高压胶管，但要求1808运输巷压风、防尘管路采用直径为50mm无缝钢管，以满足施工时的压风、供水要求。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备 注1风筒600m250用棕绳绑扎安装在开切眼右侧2风管19m100用10铁丝绑扎位于防尘管之上3水管19m100用10铁丝绑扎位于压风管之下4缆线m2100电缆沟或棕绳位于风管、防尘管之上第五节 主要设备及工具配备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蓄电池机车5T台12矿车0.75m3台203风煤钻ZQS-30台24凿岩机YT-24台15风镐台26控制开关QBZ-2*80台27馈电开关KBZ-200台18局部通风机2*11KW台2一台工作，一台备用9电话台1安装在1808措施巷下口装载处附近10放炮器MFB-50台111铁锹把512断电仪台113局扇开停传感器台214瓦斯传感器台215第五章 生产系统第一节 通风系统一、通风方式及供风距离本掘进采用局部通风机进行压入式通风方式，局部通风机原则上安装在+860运输石门。局部通风机必须离地0.3m以上安装,并用铁丝和架子固定牢固，其供风最长距离为230m。为了减少风筒送风距离，增加送入风量。局部通风机可安装在1808运输巷距措施回风口大于20米处支护可靠且宽敞地点，其供风最长距离为100米。同时要求在+860m运输石门安装一组同等能力的局部通风机，若原1808采面堵塞段不能满足掘进的回风风量时，必须立即停止使用1808运输巷局部通风机，然后启动+860m运输石门的局部通风机。二、风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q1100qk 式中：qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。Q1100qk1001.31.2156m3/minq取1.3m3/min；k取1.2。2、按二氧化碳涌出量计算Q267qCkC式中: qC掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min。KhC掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。Q267qCkC670.042.05.36m3/minqc经计算为0.04m3/min；kc经计算为2.0。 3、按工作人员同时作业最多数量计算Qaf4N式中：4每人需风量，m3/min；N掘进工作面同时工作最多人数，人。Q34N41040m3/minN按相关规定，掘进工作面同时工作最多人数为10人。 4、按炸药量计算Q410A式中：A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；10每千克三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。Q310A107.272m3/min5、按局部通风机实际吸风量计算（1）按上述四种方法分别计算后，取其最大值为156m3/min作为该工作面的实际需风量。然后根据需风量选择型号为FBD5.6-2*11KW局部通风机。局部通风机的实际吸风量以实测为准，无实测值时可参考下表取值。局部通风机吸风量参考值局部通风机型号吸风量m3/min风压Pa局部通风机功率KWFBD5.62203007704000112(对旋)备注：风量须满足瓦斯、风速等各项要求且不得低于本表值。（2）为保证局部通风机不发生循环风和防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷间应有足够的进风量以保证该段巷道有足够的风速。（3）本巷按有瓦斯涌出的煤巷风机前最低风量Q5Q吸I600.25S净0.25有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷允许的最低风速。局部通风机安设在+860m运输石门，在考虑巷道风速情况下应配风量为：Qhf=Q吸I +600.25Shd260600.255.0350 m3/min。Shd局部通风机安装地点到回风口间巷道最大断面，取5.0m2。6、按风速进行验算（1）掘进最低风速计算风量：Q掘600.25S净=600.256=90（m3/min）（2）掘进最高风速计算风量：Q掘604S净=6046=1440（m3/min）式中：S净掘进工作面巷道的净断面6.0m3/min（3）工作面风量确定根据风速验算结果：90m3/min156m3/min1440m3/min经计算，1808措施巷工作面需配风量不低于156m3/min，风机吸风处配风量计划配风量350m3/min。7、选用局部通风机为FBDNO5.6-2*11KW)对旋式风机两台，一台工作，一台备用，采用双电源，并能自动切换。风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为600mm。风筒吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。 三、通风路线： 1、1808采面通风畅通时的通风路线：新风流：主平硐+860m运输石门局部通风机送风至工作地点；污风流：碛头1808运输巷原1808采面1808回风巷1808回风石门专用回风上山总回风巷风井地面。2、1808采面冒落段堵塞无法满足掘进的回风时通风路线：新风流：主平硐+860m运输石门局部通风机送风至工作地点；污风流：碛头1808运输巷C5+860m石门+970m回风石门专用回风上山总回风巷风井地面。附图：1808措施巷通风系统示意图。第二节 安全监控系统一、瓦斯监控设备安装分别在距掘进头小于5 m处安装一台瓦斯传感器（T1）和其回风巷口1015m的安全地点安装一台瓦斯传感器（T2）进行瓦斯监控，在1808措施巷回风口10-15m处安装一台一氧化碳（Tc）传感器。各探头悬挂位置应距顶板0.3m,距帮0.2m，且必须挂在风筒的另一侧。按规定在本巷动力电源总开关上安装一台型号为KDG -1远程断电仪，在风机电机进线端和控制开关之间的电缆线上安装风机开停传感器,各传感器及断电仪由监控分站接线，并与地面监控主机联网，实现实时监控。 二、监控数据设置及断电范围： T1报警浓度1.0%，断电浓度1.5%，T2报警浓度1.0%，断电浓度1.0%，T1、T2复电浓度均1.0%，Tc报警值24PPm。断电范围为从开口位置到掘进头范围内的全部非本安电源，按规定安装好“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”装置，要求每15天至少进行一次瓦电闭锁及风电闭锁试验。附1808措施巷安全监控设备布置示意图。1808措施巷安全监控断电控制示意图 三、监控电缆型号、敷设规定 监控电缆型号为MHYD-1*4*7/0.43，要求监控电缆尽量与动力电缆分挂巷道两侧，确需挂同一侧时，应距动力电缆0.3m以上位置悬挂。第3节 运输系统一、材料运输1、运输设备：主平硐至1808运输巷采用机车配合材料车运输，措施巷采用人工运输。2、运输线路:主平硐+860m运输m石门1808运输巷1808措施巷作业地点运出的材料与此线路相反。二、煤炭（矸石）运输1、运输设备：工作面自溜或溜槽，1808运输巷为刮板机，石门大巷机车矿车运输。2、运输线路：1808措施巷碛头自溜到1808运输巷经电机车+860m运输石门主平硐 电机车地面煤场附1808措施巷眼运输路线示意图(四)第四节 压风防尘系统一、压风系统1、井下压风系统通过地面安装型号为LG-10.5/8G空压机2台(一台工作,一台备用)向井下作业地点供风。主管径为108mm无缝钢,支管采用50mm无缝钢管接至措施巷下口，采用19mm高压胶管接至碛头供压风。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0.1m3/min。（4）该矿选用ZY-J型压风自救装置。经常派人对压风系统情况进行检查维护,确保压风系统能正常使用。 二、防尘供水管路 采用50无缝钢管从矿井主管防尘水管接到接至措施巷下口，然后采用19mm高压胶管接至碛头。在作业地点、措施巷下口及装载处必须设置防尘喷雾装置,措施巷下段、1808运输巷设置一道水幕。同时每隔50米设置一组三通闸阀，管路应沿巷道一侧吊挂好，加强管路维护，确保管路完好。附1808措施巷压风防尘管路系统示意图 第五节 供电系统由井下变电所专供局扇的变压器（200KVA）电源总开关处用25阻燃橡套电缆经1808运输巷分路馈电开关（KBZ-200），向局扇开关（QBZ-2*80）供电（采取双风机双电源，一台工作，一台备用），同时在专供1808工作面动力电源总开关用35阻燃橡套电缆向刮板机、探水钻等动力设备供电（见后供电系统示意图）。同时在作业前必须按规定安装好“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁装置”。第六节 排水系统 因本矿属上山开采，矿井水全部通过水沟自淌到主平硐水沟，流出地面，不需通过水泵排放。该巷属上山掘进，水能自流，故无需排水设施。在施掘时巷道应保持1808运输巷及其它需流经的巷道水沟畅通。工作面水经上山自流到1808运输巷，然后流至主平硐，最后通过水沟自淌到地面。排水路线:掘进碛头1808运输巷水沟+860m运输石门水沟主平硐水沟地面第七节 通讯系统由地面安装的矿用程控交换机（24门）通过通讯电缆经分线接线盒分送到各作业地点，根据实际，在本巷掘进前，应在距措施巷下口的1808运输巷10m内安设一台矿用防爆本质安全型电话机，同时要求在放炮站岗地点附近各安设一台电话，有利于及时与地面或井下其它地点联系，便于调度安排工作，及时沟通信息。附图：通讯系统示意图。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：劳动组织表出勤班组工种一班二班三班工种合计打眼工、支护工2226放炮员1113瓦检员1113安全员1113装运工2226机车司机1113班长1113防突工2班（组）合计88826第二节 循环作业为保证正规循环作业的完成，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。昼夜6个循环，每班进尺2.4m，日进度7.2m1808措施巷正规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30装药联线、放炮40安全检查、敲帮问顶20临时支护20装岩、运输40支护40文明生产40第三节 主要技术经济指标主要经济技术指标表指标名称单位数量指标名称单位数量指标名称单位数量巷道名称1808措施巷循环进度m1.2循环次数个6设计长度m68平均日进度m7.2炮眼个数个14设计方向3500月进度m雷管消耗发/m14设计坡度平均32炸药消耗kg/m7.2毛断面积m26.2班出勤人8净断面积m26.0日出勤人26上净宽m3掘进煤t/m5.5下净宽m3金属棚架/m1.67净高m2.0 炮眼深度m1.4 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（探水钻、刮板输送机等）必须完好可靠，构件齐全，电器设备严禁失爆。8.特殊工种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。10、其它工作面煤矸石堆积不得超过巷道断面的1/3；二、工程质量标准（见下表）工程质量标准表项目名称单位设计允许误差范围数值巷道宽mm30003050mm 30703050巷道高mm20003050mm30203000巷道方向度3250.5247.5248.5三、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。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（硐室堆材料除外），分类堆码整齐，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1808措施巷掘进作业规程及相关措施，并进行考试、签字，成绩合格后方可作业，不合格人员必须进行补考，补考合格后方可作业。2开工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、掘进前，必须把液压管路接至作业地点，准备好注液枪及高压管。 4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：各生产班组必须班班自检，矿每周一次动态检查，每月进行一次质量标准化检查。矿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 顶板管理安全技术措施1、作业前及作业过程中，必须严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理活石浮煤（矸）， 防止掉矸伤人。 2、敲帮问顶前，必须先清理好安全退路，确保退路畅通后再进行处理帮顶活石浮煤（矸）。3、敲帮问顶工作必须由两名有经验的老工人进行操作，其中一人进行操作，另一人观察围岩情况，发现危险，必须大声呼喊“危险、快撤”，操作人员必须服从观察人员指挥，立即沿安全退路撤到安全地点。4、巷道开口管理（1）开口前，必须对开口处附近4m巷道进行加固，采用单体液压支柱配合金属绞接顶梁顺巷道一梁一柱走向棚子支护，巷道布置双排，柱距1.0m,排距1.4m，每排至少5根支柱。（2）为满足上山下口装车、过风筒、通风行人和材料运输要求。要求巷道开口沿倾斜向上2m内形成四排支柱，柱距0.5m.排距1.0m。（3）开口大样图见后图所示 （4）开口施工时必须控制断面，开口当班必须对两加强贴帮支护及背护，必须用芭片、排材背护好两帮。 5、掘进过程中，必须坚持使用前探支架或点柱作为临时支护，在清找完帮顶活石或放炮完毕必须及时将前探梁或点柱支护到迎头，严禁空顶作业。若使用前探支架有困难时,必须根据现场情况对未支护段采取用单体液压支柱配合木顶梁打点柱控顶，确保安全。 6、支护规格：排距为1m，柱距0.6m。每掘出0.7m以上距离时,必须及时支护，严禁空顶下作业。若不能及时采取永久支护时,可采用单体液压支柱配合木顶梁支护（顶梁规格：长0.6m*宽0.15m*厚0.12m）作临时支护，顺巷道方向两边各打至少一排支柱,要求柱距0.6m,排距1.0m。临时支护不能落永久支护1.5m，临时支护距碛头空间不能大于0.2米。否则，必须停止掘进，待架设好支护后，方可继续掘进。7、 作业过程中，必须加强碛头煤壁及两边煤帮管理。放炮后，重点对煤壁上帮打上临时贴帮支柱，贴帮柱间距0.6m,同时用芭片和排材背护好，以防止片帮事故。特别是遇地质变化带，煤层倾急剧变陡的地段必须高度重视煤帮管理工作，及时打好贴帮支柱，背护好煤帮，必要时在构造带可加密贴帮支柱支设密度，确保煤帮安全。8、 作业人员在处理时，必须先清理好安全退路，确保安全退路畅通，并设经验丰富的员看护安全，观察顶板及煤壁情况，作业人员必须在可靠支护情况下操作。发现顶板掉渣、煤帮片帮等异常情况时，必须立即停止作业，撤出人员至1808运输巷，待险情处理好后，方可恢复作业。 9、乳化泵站压力必须不低于18MPa；乳化液浓度不得低于12，必须用干净无泥沙和杂质的清水配制乳化液，泵站必须每月检修一次，确保泵站压力稳定。 10、打柱工作必须由2人同时协作完成，一人掏柱窝挂顶梁，另1人用注液枪通过单体液压支柱的注液阀孔升柱，互看安全。要求单体液压支柱的初撑力必须达到90KN以上。 11、支柱必须挖5-6cm的脚窝，且必须打在硬底上，严禁打在浮煤、浮矸上。 12、支护单体液压支柱时，注液阀孔口应顺煤壁朝下，卸压阀孔口顺煤壁朝上；原则上铰接顶梁的大头朝向煤壁，小头朝向采空区；单体液压支柱所支铰接顶梁必须呈正悬臂，即靠空区侧约0.4 m，煤壁侧约0.6m。 13、在打柱时，必须用注液枪喷出的乳化液首先清洗注液阀孔内的煤渣等杂物，然后插入注液枪，扣好U形卡环，随后轻轻捏枪升柱，不得用力过大；打柱时头、手不能放在支柱顶部，以免升柱时抵伤头和手 14、工作面支柱必须成行，中中误差不得超过10公分，并保持230迎山角；支柱必须打在硬底上，底板倾角大时，必须用手镐打成麻面或挖出56公分的柱窝。当底板较软时，必须对支柱穿鞋,垫上长宽厚0.35m0.15m0.12 m的木料。 15、放炮前必须对工作面支架进行加固工作，靠碛头段10m范围的支柱进行补液加固，棚顶用不少于3-4根排材均匀布置作为扣寸。每次放炮后，要详细检查支护情况，发现有被放炮倒或崩斜支柱，应及时进行处理。处理时必须由下往上逐架依次进行，只有处理好，方可恢复工作面作业。当班发生的变形当班处理好，不能遗留给下班。16、为防止单体液压支柱因漏液或初撑力达不到要求,造成失效倒柱打伤人事故，因此，要求工作面的支柱必须全部上好防倒绳，用直径为12-14mm麻绳或4mm细纲绳作防倒绳，每根柱相互拴在一起，相互联锁好,柱与柱之间的防倒绳要尽量绷紧绷直，不能太松驰。发现损坏的防倒绳应及时更换。17、为了便于行人，每排柱之间靠巷道底板用直径大于50mm，长度为1.4m的结实木材扛好,作人行梯步。18、在碛头操作时，对煤壁上帮必须打好临时背帮支护，防止煤壁片帮伤人。19、为防止上方物料或煤矸滚下伤人，必须间隔10m左右设置一道安全防护档截栏。档截栏用木料或竹芭顺煤层走向布置，搭接在两排单体液压支柱之间。 20、因坡度大，为防止溜煤伤人，要求溜煤间与人行道必须隔开。溜煤间设在靠煤壁侧，防护栏用木板或竹芭，靠下口20m内实行全封闭，以上防护栏高度不得低于1.2m,随时保持防护栏距碛头不大于6米。靠人行道侧，必须用质量好，直径不小于16 mm的麻绳作为扶手，拴在单体液压支柱上，高度约1.0m,但具体以人员上下便于拉扶为原则,必须拴紧拴牢。每班加强检查，发现有损坏或其它问题时，应及时更换处理，确保安全可靠。21、加强对支护检查，发现有漏液、脱落或失效支柱，必须停止作业，先进行整改好后，方可恢复作业。22、作业时，发现顶板异常，有垮冒危险时，必须立即停止作业，撤出人员至运输巷，待顶板垮落稳定后，方可进入检查，根据现场情况采取有效措施进行处理，处理完毕后，才能恢复碛头掘进作业。23、过断层或顶板破碎带、厚煤区时，必须加强顶板管理，将柱距缩小为0.5m以内，以加强支护强度。24、若遇煤层变薄，厚度不足1.0m时，则采取卧底或放顶方式。使采高不得低于1.6m(采用短单体液压支柱支护),煤厚在2.4 m及以下时，必须采净顶底板煤，若超过2.4 m则采取留顶煤，采尽底板煤（因煤层倾角较大，且底板较软，护底煤难度大，故采取留顶煤），同时，必须用芭片和大块木料作背材背好棚顶及两帮。25、若遇煤层松软或厚煤区（指煤厚超过2.4m以上）时，要求采用风镐、手镐操作，不准采用放炮作业。构造段煤层放炮时，只能放小炮方式，每次最多只允许4个炮眼，每眼允许装1条药、一个雷管。严禁超过规定，否则，追究相关人员责任。第三节 “一通三防”安全技术措施 一、通风安全措施 1、施工前，由矿山救护启封C5石门18#、12#密闭，构造调节风窗设施，完善1808措施巷掘时通风系统。1808回风巷口设栅栏，挂上警示牌，防止人员进入（瓦检员及安全检查时可进入）。在本措施规定地点安装局部通风机，按要求安装好局部通风机及风筒，确保通风设施可靠，通风系统合理。 2、加强风机及风筒管理工作，保证掘进头正常通风。风筒吊挂平直，逢环必挂、环环有力，破烂风筒及时修补或更换，转弯处配备弯头，防止跑风漏风，保证碛头有足够风量。严禁无计划关停风机。 3、每班安管人员加强风筒的巡查，发现有破损、脱落风筒，务必及时修补或更换处理好。要求风筒出风口距碛头不大于5m，严禁无风、微风或瓦斯超限作业。 4、在更换风筒时，必须停止措施巷作业，撤出与接风筒无关人员，待风筒更换处理完毕，确认通风正常，瓦斯和二氧化碳浓度均不超时，方可恢复作业。 5、施工期间，必须注意观察1808采面风量变化情况，做到不定期检测1808采面风量，若风量突然减小不能满足掘进回风要求或无风时，必须立即停止作业，撤出人员，并向调度室汇报。并全部打开C5石门控风墙调节孔，使其回风通过C5石门回风。同时，对1808运输巷靠措施巷口以里设置好栅栏，挂上警示牌。 6、施工期间，若发现工作面风量突然减小或瓦斯涌出异常时，必须立即停止作业，人员撤至主平硐，并向矿调度室汇报处理，待通风恢复正常，瓦斯浓度在1%以下时，方可恢复作业。 二、瓦斯防治安全技术措施 （一）瓦斯管理方面 1、瓦检员必须由经过专门培训、取得合格证的人员担任，并持证 上岗。 2、作业期间，必须严格执行瓦斯检查制度。瓦检员加强现场瓦斯检查。作业时，每班检查不少于3次，严禁空班漏检、假检、不检，做到牌板、记录、手册“三对口”。 3、必须加强工作面作业地点及其回风流瓦斯和C02检查。当掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%或二氧化碳浓度超过1.5%,或其回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，必须立即停止工作，切断电源，撤出人员，并向矿值班室汇报,采取措施进行处理；其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。局部积聚瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。凡瓦斯或二氧化碳超限地点,必须经采取措施处理,降到1.0%以下时,方可恢复作业。严禁无风、微风和超瓦斯作业。 4、必须按措施规定设置瓦斯传感器，安全管理人员必须带便携式瓦斯报警仪。加强现场安全检查，发现问题，及时处理。 5、必须加强1808采面上隅角及1808回风巷、1808采面瓦斯检查，发现超限必须停止作业，撤出人员，只有经处理，瓦斯降至规定安全浓度范围内，方可恢复作业。 6、加强局部通机进风侧瓦斯检查，当瓦斯浓度达到0.5%时,必须停止1808开切眼作业,撤出人员。并向调度室汇报处理，只有经采取有效措施处理，瓦斯浓度降至0.5%以下时,方可恢复作业. 7、监控员加强该区域瓦斯传感器观察，发现数据变化异常或超限时，必须立即通知停止现场作业，撤出人员，然后采取有效措施处理。 8、因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可恢复供电，必须严格执行“瓦斯电闭锁”。 9、临时停工地点，不得停风。确因故停止运转时，必须立即停止作业，撤出巷道内所有人员，切断电源，人员撤1808运输巷或+860m运输石门。同时必须在停风地点距回风口不大于2m地点设置栅栏，并挂上禁止入内牌，禁止人员入内。同时，及时向矿领导汇报。在恢复通风前,必须首先检查瓦斯，只有瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，且风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启风机。否则，只有经采取措施处理，瓦斯浓度降至0.5%以下时，才可开启局部通风机，恢复正常通风。 （1）若停风区中瓦斯浓度达到1.5%或二氧化碳浓度超过1.5%,最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时,必须采取安全措施,控制风流排放。即由当班瓦检员和当班矿长负责排放工作，对通风机前风筒控制小一点，以减小送入风量，做到有控制的排放巷道内瓦斯等有害气体； （2）若停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时,必须制订安全排放瓦斯措施,报技术负责人批准。由技术负责人任总指挥，严格执行断电、撤人、限量的瓦斯排放原则。排放时，由当班矿领导负责现场指挥排放工作，当班瓦检员、安全员和电工协助排放，明确专人控制好送入风量，瓦检员随时监测全风压风流混合处瓦斯或二氧化碳浓度情况，若超过1.5%，则必须减少送入风量;排放前由安全员安排人员负责撤出该巷回风系统所有人员（即：1808运输巷靠措施巷口以里、1808回风巷、回风上山、总回风巷）,并在各入口处设置警标,严禁人员进入。同时由电工负责停回风系统中电气设备电源（指非本质安全型电气设备）；只有经排放，且恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度小于1.0%和二氧化碳浓度小于1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备供电和该回风系统内供电。 （二）瓦斯治理安全技术措施因1808采面已实施本层瓦斯抽放，且瓦斯抽采已达标。1808措施巷位于1808采面内，大部份瓦斯已得到充分释放,因此，本巷掘进期间，不再采取瓦斯抽放措施。尽管1808措施巷处于无突出危险区域，为了加强瓦斯管理，防止瓦斯事故发生，因此，掘进时，应执行局部综合防突措施，采取先探后掘措施，采用钻屑指标法检测煤层瓦斯解吸值K1值、钻屑量情况，通过实施超前钻孔排放煤层瓦斯，具体规定如下：1、局部综合防突措施 （1） 预测方法：采用钻屑指标法对工作面进行连续预测。采用ZQS-35型风煤钻配合直径为42mm螺纹钻杆施工钻孔，在掘进碛头煤层中施工预测孔，采干煤样通过“WTC”瓦斯突出参数仪进行测定钻屑瓦斯解吸指标K1值和钻屑量,每2m测一次K1值，每1米测一次钻屑量。 （2）工作面预测孔及布孔方式：预测孔数3个，孔深8-10m、直径为42mm,钻孔尽可能布置在软分层中,一个钻孔位于掘进巷道断面中部,并平行于掘进方向,其它钻孔的终孔点应位于巷道断面轮廓线外左帮2-4m，右帮2-4m。预测孔具体布置图详见后图。预测孔主要技术指标孔号孔径（mm）孔深（m）相对平角()倾角()备注14210033为便于现场操作，以巷道前进方向为基准来测定相对角度，探孔倾角以煤层实际倾角为准24211左203334211右2033（3）临界指标钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g）钻屑量 Smax突出危险性备注（kg/m）0.56有突出危险0.56无突出危险干煤样临界指标为：K10.5 ml/(gmin1/2)，Smax6kg/m；湿煤样临界指标为：K10.4 ml/(gmin1/2)，Smax6kg/m； K1值小于0.5 ml/gmin1/2（干煤样）和最大Smax小于6 kg/m时, 且施工预测孔时无喷孔、卡钻、顶钻等动力现象，则为无突出危险，方可在采取安全防护措施的前提下进行回采。若任何一个预测孔 K1值0.5或Smax6时,或有瓦斯动力现象时，则有突出危险，必须采取局部防突措施，经检验有效后方可回采。 （4）当预测为无突出危险时，由矿总工程师批准允掘进尺，每循环最多允许掘进3-5m，至少保留5m超前距。 （5）当预测有突出危险时，必须施工排放孔，排放孔半径1.5m,排放孔孔径不小于42mm、排放孔在水平投影上深度为10m，钻孔终孔点控制煤巷轮廓线外左帮至少5m，右帮至少5m，每循环至少施工11个排放孔。排放时间至少8小时，经排放，再施工检验孔，检验孔布置在排放孔之间，检验孔3个，与预测孔参数一样，检验孔布置在排放孔之间，经检验有