神保望田八煤层西运输大巷作业规程

1、编号：望田煤业有限公司掘进工作面作业规程掘进工作面名称：神保望田西运输大巷编 制 人：李福合施 工 单 位：项目部批 准 人：赵广彦编 制 日 期: 2010年7月执 行 日 期: 2010年7月 目 录矿审批意见 4作业规程学习和考试记录 5作业规程复查记录 6第一章 概况 7第一节 概述 7第二节 编写依据 7第二章 地面相对位置及水文地质情况 7第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 7 第二节 煤（岩）层赋存特征 7第三节 地质构造 8第四节 水文地质 8第三章 巷道布置及支护说明 9第一节 巷道布置 9第二节 支护设计 9第三节 支护材料 12第四章 施工工艺 15第一节 施工方法

2、15第二节 破煤作业 15第三节 装、运岩（煤）方式 16第四节 管线及轨道敷设 16第五节 设备及工具配备 17第五章 劳动组织与主要技术经济指标 17第一节 劳动组织 17第二节 循环作业 18第三节 主要技术经济指标 19第六章 生产系统 19 第一节 通风系统 19第二节 压风系统 21第三节 防尘系统 21第四节 防灭火 21第五节 安全监测系统 22第六节 供电系统 22第七节 排水系统 23第八节 运输系统 23第九节 通讯系统 23第七章 灾害预防及避灾路线 23第八章 安全技术措施 24第一节 施工准备 24第二节 “一通三防”管理 25第三节 顶板管理 27第四节 防治水管

3、理 28第五节 机电管理 28第六节 运输管理 31第七节 安装及检测锚杆锚固力措施 36第八节 掘进机使用及管理 37第九节 其他 41矿 审 批 意 见1、施工前要求施工单位组织工人认真学习规程各项内容，经考试合格后方可上岗。2、要求施工单位严格规程施工，保证工程质量，各职能科室及质量验收单位加强检查管理。3、严格按规程要求做好一通三防及瓦斯监测管理工作，保证工作面有足够的新鲜风流，瓦斯浓度不超限，确保安全生产。会审单位及人员签字:施工单位： 年 月 日 技 术 科： 年 月 日通 防 科： 年 月 日 机 电 科： 年 月 日调 度 室： 年 月 日 生 产 科： 年 月 日安 全 科：

4、 年 月 日 通风矿长： 年 月 日机电矿长： 年 月 日 基建矿长： 年 月 日安全矿长： 年 月 日 生产矿长： 年 月 日总工程师： 年 月 日 矿 长： 年 月 日作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 班次：贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题：二、处理意见：第一节 概 述一、巷道名称：本作业规程掘进的巷道为神保望田西运输大巷。二、掘进目的及用途：为开拓、开采矿井东部八煤层，担负通风、运输、行人等任务。三、巷道设计长度及服务年限：运输巷巷道设计长度：968m，服务年限：同八煤

5、层西采区服务年限。四、预计开峻工时间：经矿有关领导研究决定：本掘进工作面自2010年7月份开工，预计2011年9月份竣工。第二节 编写依据 1、根据山东省煤炭局保德县腰庄乡路家沟煤矿改扩建设计说明书，批准时间为2006年12月份。2、矿井地质报告。第二章 地面位置及水文地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表待掘巷道地面位置位于路家沟村以南农田内，地面标高+1100m。 该巷道东与东运输大巷相接，沿矿井保护煤柱线掘进，北与西回风大巷留足20m保护煤柱，南距矿井边界20米。地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一地面标高+1100m地面的相对位置及建筑物地面位置位于路家沟村庄以南农田内，区

6、域内无建筑物。井下位置及掘进对地面设施的影响本工作面埋藏深度为300m，是巷道支护高度的115倍，大于80倍的安全值，因此对地面设施无影响。邻近采区开采情况该巷道东与东运输大巷相接，沿矿井保护煤柱线掘进，北与西回风大巷留足20m保护煤柱。走 向179倾向269长度968m第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征 本巷道揭露煤层为八层煤，顶板岩性为中砂岩，厚度9.60m,直接底板为粘土岩,厚度1.3m,老底为粗砂岩。本井田八层煤煤层平均厚度3.8m，属稳定煤层。工业牌号为气煤，八层煤为半亮型煤，视密度1.46t/m，硬度系数f=2.5。顶度板名称岩石名称厚度m岩性特征直接顶中粒砂岩9.6浅灰至灰白色f

7、=56，二类来压明显。直接底粘土岩1.3深灰色中厚层状局部为细砂岩f=3，三类较软，四类中硬。老底粗砂岩黑灰色，坚硬、致密块状顶底板岩性特征表 表二二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数。该煤层绝对瓦斯涌出量为0.35m/min，为低瓦斯矿井；煤尘爆炸指数为37.77%，为易爆炸的煤层，煤层自燃发火期为4-6个月。附：煤(岩)层综合柱状图。第三节 地质构造煤层倾向东，煤层倾角34，本掘进范围内主要地质构造简单，埋藏比较稳定。本掘进范围内无岩浆岩侵入体、陷落柱等地质构造。第四节 水文地质由于神保望田西运输大巷最低处标高为+740m，低于初步设计中预计的奥灰水水位+840m，处于承压开

8、采状态，现利用奥灰岩溶裂隙水突水系数来计算奥灰岩溶水的影响程度。 P采用公式TS= M-CP其中：TS突水系数（Mpa/m） P隔水层承受的静水压力（Mpa） M底板隔水层有效厚度（m） Cp采矿对底板隔水层的扰动破坏厚度（m），取经验值17m。其本溪组与奥灰界面承受的静水压力：P=840-740+42=72（m）水柱静水压力1429.8-3采用公式TS= 47-17 =0.0463（Mpa/m）突水系数0.0463（Mpa/m）远小于正常地段临界突水系数0.06（Mpa/m），因此奥灰岩溶水对本工作面影响不大。但必须加强水文地质观测，防止底板突水，掘进过程中如发现工作面有异常现象，必须立即汇

9、报矿调度室采取措施。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置以现东运输大巷P9向前10m处为开门口，按方位258向前掘进，掘进至距边界保护煤柱时，转弯按方位270掘进，向前掘进910m至边界保护煤柱处时停止掘进。附：平面位置图第二节 支护设计一、巷道断面：断面形状为矩形。巷道净宽4.3m,中间净高2.7m；荒宽4.5m，荒高2.8m，S荒=12.6m，S净=11.6m，采用打锚杆、挂锚网对巷道重新进行支护。 二、支护方式：1、临时支护采用吊挂前探梁做为临时支护，前探梁用2根3寸钢管制作，长度不小于4m，吊环用直径20的锚杆加工而成,其上焊接上配套的锚杆螺母，吊环固定顶板锚杆上，每根前探梁配不

10、少于两个吊环,吊环螺丝拧入锚杆长度不小于30mm，外露丝不少于两丝。前探梁上方用6根规格为：长宽厚=160015060mm方木和板批木楔接顶，截割前最小空顶距300mm，截割后最大空顶距2700mm，循环进度为2400mm，前探梁的端面距为300mm，前探梁随循环进度及时前移，所有工作在前探梁的掩护下进行，综掘机司机操作时必须在永久支护下进行操作，当顶板破碎时可缩小循环进度，减小前探梁的前探范围，按锚杆设计排距及时进行支护。附：临时支护图永久支护运输巷采用矩形断面，打锚杆、挂锚网作永久支护，巷道净宽4.3m，中间高度2.7m，间距0.9m、排距0.9m，锚杆使用L=200018mm的树脂锚杆。

11、在巷道交叉点处打设一根锚索，锚索采用L =17.86000mm钢绞线，配16#槽钢加工的托盘（长300mm）及小托板（12012010mm），锚索锚固力不低于150KN,锚固长度不小于2100mm。支护设计：一、锚杆长度设计1、顶板锚杆按加固作用布置以使巷道顶板保持整体性所需的顶板锚杆有效长度为：L=（1+1/2f）（1.1+B/10）式中：f-顶板岩层普氏系数，f=56，本工作面巷道顶板整体性好，取f=5。B-巷道有效跨度，按净宽4.3m取B=4.5m。顶板锚杆的实际长度为：L=1+1/（25）（1.1+4.5/10）=1.705m则：L顶=L+I=1.705+0.1=1.805m式中：1-

12、顶板锚杆外露长度，一般取I=60100mm所以取顶板锚杆长度为2.0m。2、帮锚杆长度设计帮锚杆长度应按超出两帮煤体非有效性承载区之外并在有效承载区以内达到要求的锚固深度来确定：L帮=1+Z+11=（1+fc）/（1+2fc）+（B-1）/（B+1）=1.23m煤体硬度及护巷方式等取Z=0.350.7m，这里取Z=0.4m。1-帮锚杆外露长度，1=0.1mfc-两帮煤体普氏系数，f=2.5，取fc=2.5则：L帮=0.4+0.1+1.23=1.73m取帮锚杆长度2.0m。二、锚杆间排距（一）、计算顶板锚杆间排距（1）、锚杆间排距几何平均数：d=1/2k锚k护3I/（2I+1）+（2f-1）/（

13、2f+1）k锚-锚固方式系数，顶板采用树脂加长锚，取1.03k护-护顶方式系数，锚带网支护时取1.05I-围岩完整系数，本围岩整体性较差，取0.75f-顶板岩性普氏系数，取f=5则计算d=0.978（2）、计算锚杆根数：n=B/d=4.5/0.978=4.6，取n=5B-巷道荒宽，取4.5m（3）、锚杆间距：D间=（B-0.3）/（n-1）=（4.5-0.3）/（5-1）=1.05D间=0.9m（4）、锚杆排距：D排=d/D间=0.978/0.9=1.1取D排=0.9m（5）、校验：D间=0.9L/2=2.0/2=1mD排=0.9L/2=2.0/2=1m从而确定顶板锚杆间排距围：900900m

14、m，锚杆使用L=200018mm的树脂锚杆。（二）、计算两帮锚杆间排距：（1）锚杆间排距几何平均数：d=1/2k锚k护3I/（2I+1）+（2f-1）/（2f+1）k锚-锚固方式系数，两帮采用树脂加长锚，取1.03k护-护帮方式系数，取1.05I-围岩完整系数，两帮煤体整体性好，取0.9f-两帮煤体普氏系数，取f=2.5则计算d=0.9（2）计算锚杆根数：n=H/d=2.8/0.9=3.1，取n=4H-巷道荒高，取2.8m（3）锚杆间距：D间=（H+0.4）/（n-1）=（2.8+0.4）/（4-1）=1.07取D间=0.9m（4）锚杆排距：D排=d/D间=0.9/0.9=0.9取D排=0.9

15、m（5）校验：D间=0.9L/2=2/2=1mD排=0.9L/2=2/2=1m从而确定下帮锚杆间排距围：900900mm通过以上计算，选用直径18mm、长度2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆排距为900mm，间距为900mm完全符合要求。附：巷道支护断面图。（三）打锚杆支护工程质量规定：附：打锚杆支护巷道工程质量规定表。三、锚杆质量监测1、锚杆锚固力检测锚杆必须按规定做拉力实验。巷道每成巷30-50m或每300根（含300根以下）抽样一组（5根）进行检查。锚固力合格条件：被检查所有锚杆均应符合要求。其中有1根不合格，继续抽样检查，若再不符合要求，由矿分管矿长组织分析锚杆质量不合格原因，并采取

16、加强支护措施进行处理。拉拔试验后，应及时重新拧紧螺母；如果锚杆失效应及时补打锚杆。2、锚杆扭矩检测对当班新打锚杆和迎头10m范围内锚杆，必须进行扭矩检测。每小班抽样一组（5个）做螺母扭矩的检验，使用扭矩扳手，每个螺母拧紧力矩应不小于400NM，如果其中一个扭矩不合格，将扭矩不足的螺母重新拧紧即可；有2个以上不合格，应将所有螺母重新拧紧一遍，螺母还应每月检查一次，对松动的螺母要拧紧。3、全螺纹钢等强锚杆检测每月随机抽样一组（5根）锚杆送检，一组不合格再抽样一组；若再不合格，分析原因，并按规定对有关责任单位和人员进行处罚。4、锚杆安装质量检查锚杆托盘要密贴煤岩面，锚杆外露长度3050mm。锚杆角度

17、：巷道各部位锚杆角度要垂直于巷道周边。第三节 支护材料一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用5#（A5）钢制成的等强度螺纹钢锚杆，直径18mm，长度2000mm，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不小于700mm，锚杆外露长度为不大于50 mm，托盘为圆形，规格为130mm厚度10mm。树脂锚固剂直径为23mm，长度为380mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，每根锚杆预紧力不小于400NM、锚固力不小于13MPa。2、锚网采用直径不小于3.5mm的冷拔铁丝制作的菱形金属网，锚网规格为长宽=7m1m，网格为长宽=0.06m0.06m，网要压茬连接，搭接长度0.05m，相邻两块网之间要用14

18、#铁丝连接，连接点要均匀布置。检查项目检 查 部 位设计值允许误差备 注合格一级品1、净宽43000+1500+1002、净高中间净高27000+1500+1003、锚固力顶板、两帮13MPa符合设计符合设计4、预紧力顶板、两帮400NM符合设计符合设计5、锚杆布置顶板两帮间距排距900900100100锚杆角度垂直巷道周边符合设计符合设计6、锚杆规格顶板长度直径200018型号及材料树脂锚杆两帮长度直径200018型号及材料树脂锚杆顶板两帮外露丝长度30-50符合设计符合设计锚杆深度符合设计符合设计7、锚索预应力、锚固力150KN符合设计符合设计外露长度300符合设计符合设计单位：mm二、锚

19、杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度1.9m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，按由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把2块树脂锚固剂送入

20、眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的电煤钻卡住螺帽，开动电煤钻，使电煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去电煤钻，搅拌旋转时大于35秒后，卸下螺帽，挂锚网（从巷道一侧起向巷道另一侧逐个锚杆挂好锚网），上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于400NM。3、锚索安装、锚索孔采用单体风动锚杆钻机，配B19中空六方钻杆钻孔，深度为7050mm30mm，依次放入两根K2335和两根Z2360树脂药卷，用锚索轻轻推入，锚索下端用专用搅拌器与锚索机相连，开机搅拌，由慢到快，待锚

21、索全部插入钻孔内后，全速旋转搅拌1520S，停止搅拌后等待1分钟，收缩锚杆机，卸下搅拌器，搅拌后锚索外露长度应控制在250mm左右。锚索涨拉后，设计预应力150KN,锚索间距误差不得超过设计值100mm。、锚索支护在顶板完好情况下可拖后好迎头15m打设，在顶板破碎时必须按排距及时打设。4、锚杆钻机打眼（1）、作业前检查：、操作者手持操作臂上的手把，接装进风、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。、每次接装进风、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。、操作者应在机子摇臂端的外侧站立。、按顶板高度选用合适的初始钻杆。、钻孔前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式打眼。（2）

22、、作业时：、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到眼位的正下方。定眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。钻孔到位后，关闭气腿进风，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡的带着钻杆回落。（3）、作业完以后：、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。、检查钻机是否损伤，螺丝是否松动，并及时处理好。、将钻机以竖直方式置于安全场所免受意外损伤。5、支护材料每米用量锚杆14.4套、树脂锚固剂28.8块、锚网1.7挂。施工中备用材料不少于2天的用量，并在专用料场中挂牌管理，码放整齐。第四章 施工工艺

23、第一节 施工方法一、该巷采用EBZ-120综掘机在煤层掘进。二、采用钢架式SPJ-800皮带运输，在开门口至90m内无法铺设皮带时，采用40T溜子运输。三、当综掘机进至本巷道预定开门位置时，逐步拨宽巷道，将综掘机拐入神保望田西运输顺槽。附：综掘机拐弯施工图。四、严格按设计施工，开门前有专业领导组织技术、测量及项目部技术人员到现场定位、挂线，施工中严格按标定巷道规格及中线施工，施工中采用激光指向仪指定中线和坡度，具体尺寸向职工传达。五、掘进机的截割顺序：从中间进刀，沿S形截割，割出顶板后及时进行支护，最后起底，每次进刀深度550mm。六、施工顺序：检查中、腰线-综掘机掘进出煤-临时支护-打锚杆支

24、护附：截割顺序图第二节 破煤方式巷道采用EBZ-160型综掘机破煤。一、打眼机具： 采用MQ-120型锚杆机，ZQS20/1.8型风煤钻打眼配直径28mm的双翼钻头。安装锚杆时使用ZQS20/1.8型风煤钻，配专用纤尾。二、降尘方法:掘进时降尘方法：截割煤岩时，要使用好内外喷雾，各转载点必须正常使用降尘喷雾，施工人员必须加强个体防护等。其它工作时降尘方法：采用湿式打眼、扒装前后洒水、安设两道封闭全断面喷雾等。第三节 装、运煤方式一、扒装方式使用综掘机铲板铲入煤岩，利用星轮扒装。二、运输方式1、主要运输方式：综掘机星轮将煤矸首先装入双边链运输刮板，由刮板载入综掘机桥式皮带，再载入钢架式SPJ-8

25、00皮带，最后经矿运输大巷皮带和斜井皮带运至地面。 2、辅助运输方式：施工中使用的材料、设备等用1T标准矿车、滑车或平板车装运，施工段采用人工运输。 第四节 风、水、电及皮带敷设在掘进施工中所敷设的电缆、管路、风筒等均应按规定的要求吊挂牢固整齐。电缆敷设在巷道的左帮，其悬挂高度不得小于1600mm，电缆钩每隔3m悬挂一个，电缆垂度不超过150mm。风、水管、排水管采用4寸钢管敷设在巷道的左帮，风管在水管上部，排水管在水管下部，并有200mm的间距，风、水、排管要接口严密，不得出现漏风、漏水现象，每50m有一个接头，要随工作面前进及时前延管子，以备迎头正常用风、用水和排水，风水管每500m安设一

26、个逆止水阀。每隔50m安设一个三通，风筒吊挂在巷道的左帮，逢环必挂，缺钩必补，采用抗静电非金属材料吊挂，要做到平、直、紧、稳且风筒口距迎头不大于5m。皮带铺设在巷道的左帮，皮带铺设要平、直，不跑偏，上下起伏要缓。第五节 设备及工具配备设备及工具配备表序号名称规格型号单位数量备注1局部通风机FBDY4.5/25.5台22综掘机EBZ-120部13锚杆机7665、YZ-24部31部备用4风煤钻ZQS20/1.8部21部备用5瓦斯报警仪JCB.2、JJZ350台9每班3台6开关QBZ-80台27开关QBZ-200台28综合保护装置ZBZ-4.0台29锚杆拉力计ML-30套110扭矩扳手套211风煤钻

27、钎子2.1m、1.2m根8各4根12风镐部113皮带输送机SPJ-800部316风动锚杆钻机MQ-120部31部备用17锚杆钻机钎子B19、长度1.0m根2018激光指向仪YHJ-800-3.7台119刮板输送机40T台120顶板离层指示仪套3说明：工作面按要求要配备好大锤、镐、锨、敲帮问顶用的长钎。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班3循环，循环进尺2.4m，每班掘进7.2m，日进21.6m，月进561.6m（按26天/月计算，留有4天机电误时检修时间）劳 动 组 织 配 备 表班组 工种出 勤 人 数备注一班二班三班小计

28、支护工66618带*为兼职工皮带司机2226掘进机司机2226机电维修工1113安全网员1113记录员1*1*1*3*运料工2*2*2*6*清理工1*1*1*3*班长1113合 计13131342第二节 循环作业图表为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，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。附：循环作业图表第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表序 号项 目单 位数量备注1巷道总长度m7112在册人数人533出勤人数人423出勤率804循环进度m2.45每班循环次数个36日循环次数个97日进度m21.68月进度

29、m561.6每月按26天9效率m工0.5110螺纹钢锚杆消耗套/m14.411树脂锚固剂消耗根/m28.812锚网挂/m1.713锚索根/m第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用局部通风机通风，掘进初期局部通风机安装在东运输大巷内，随掘进两巷掘进联络巷贯通后，安放在西运输大巷内联络巷口以外20米范围内，最长供风距离200m，位于工作面回风口以外新鲜风流中，该处（局部通风机吸入口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.25m/s。风量计算:一、掘进工作面风量计算(一)按瓦斯涌出量计算（Q掘）: Q掘100q瓦掘k掘瓦 （m3/min）式中：Q掘掘进工作面实际需要的风量（m3/min）

30、q瓦掘掘进工作面的瓦斯绝对涌出量（m3/min）k掘瓦掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘瓦=1.8。 Q掘=100q瓦掘k掘瓦=1000.0971.8=17.46m3/min（二）、按人数计算: Q掘 = 4n（m3/min）式中：n掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。Q掘=420=80 m3/min（三）、按局部通风机的实际吸风量计算:Q掘= Q局机 I = 2401=240 m3/min式中：Q局机掘进工作面局部通风机的实际吸风量240m3/minI掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。Q掘=2401=240 m3/min通过以上计算，拟选用FBDY4.5/25.5

31、型局部通风机，吸风量240 m3/min二、局部通风机选型、风量验算：1.按最低风速验算 : 煤巷掘进工作面的最低风量(Q煤掘)Q煤掘 15S煤掘（ m3/min）式中：S煤掘煤巷掘进工作面的断面积，12.6m.Q煤掘局部通风机吸风量，240 m3/min240 m3/min1512.6 =189m3/min2.按最高风速验算：煤巷掘进工作面的最高风量(Q掘)Q掘 240S掘( m3/min)式中：S煤掘掘进工作面的断面积，12.6m240 m3/min24012.6=3024m3/min掘进工作面风速：风速最高不超过4m/s，最低风速煤巷不低于 0.25m/s。通过验算选用FBDY4.5/2

32、5.5型局部通风机，吸风量240 m3/min符合要求。三、局部通风机的安装地点选择1、局部通风机安装地点：施工过程中，采用局部通风机通风，掘进初期局部通风机安装在东运输大巷内，随掘进两巷掘进联络巷贯通后，安放在西运输大巷内联络巷口以外20米范围内，最长供风距离200m，位于工作面回风口以外新鲜风流中，该处（局部通风机吸入口至掘进工作面回风口）巷道的风速不得低于0.25m/s。2、通风系统：局部通风机工作面西回风大巷东回风大巷8010回风顺槽回风斜井地面。 附：通风系统示意图、局部通风机安装位置示意图。第二节 压风系统压风风源来自井下移动压风机，经辅运下山至工作面，分别用4寸、2寸铁管1寸胶管

33、接至工作面。第三节 防尘系统防尘水源来自地面集水池，经辅助运输下山采用25mm铁管敷设至施工地点，距迎头30m内改为1寸胶管，沿线每100m设置一个三通阀门，阀门开启灵活，满足防尘、防灭火要求，迎头外设四道防尘喷雾，在迎头外620m内安装爆破喷雾装置，距迎头50m安装一道能封闭全断面的常开水幕，掘进迎头的回风巷混合风流20m范围内安装一道能封闭全断面的常开水幕。施工中采用湿式打眼，扒装洒水，冲刷煤帮，净化风流等综合防尘措施。附：防尘系统示意图。第四节 防灭火该巷道掘进，采用锚杆机、风钻、风煤钻打锚杆支护，综掘机破煤，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。有备用的砂子、黄土直接灭火。

34、控制风流、调节风流控制火势蔓延。防火水源来自地面集水池，分别用25mm铁管和1寸胶管接至迎头。第五节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学甲烷检测仪。安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人员填制“一炮三检”报表

35、。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：本工作面施工前必须装备一台甲烷传感器、一台一氧化碳传感器和一台温度传感器。1、掘进工作面甲烷传感器型号为GJ4-2000型，安设在风筒出风口后面距工作面不大于5m的无风筒侧，巷道上方垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1

36、.5%CH4，复电浓度T1.0%CH4，断面范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。用规格为14+0.52/7mm2型号电缆连接至井下分站，由井下分站采用规格为14+0.52/7mm2型号专用电缆传输至地面监控室。附：通风监测仪表布置示意图。第六节 供电系统该迎头掘进施工中，电源来自采区变电所，供电方式为集中供电，用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每3m一个，电缆的垂度不大于150mm。配电点安设在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁、检漏继电器等设备。供电系统：采区变电所东运输大巷迎头。附：供电系统图第七节 排水系统本工作面主要充水水源为

37、施工用水，裂隙发育处预计会有少量淋水出现。排水系统：迎头涌水经水沟自流至工作面临时水仓,由水泵排至井下中央泵房水仓内,再由水泵排至地面。附：排水系统示意图。第八节 运输系统运煤矸系统：煤矸由工作面西运输大巷东运输大巷煤仓主斜井地面（煤库）。运料系统：材料由地面主斜井8008运输顺槽东运输大巷西运输大巷工作面。附：运输路线系统示意图。第九节 通讯系统本工作面安设一部能够直接同井下各场所以及地面各单位相互联系的本质安全型生产电话。第七章 灾害预防及避灾路线一、灾害预防：（一）、防治瓦斯的措施：1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到

38、“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪检查沼气浓度，坚决做到瓦斯超限不作业，便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外不大于5m处的无风筒侧。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达至1%时，必须停止使用电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破，掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理，电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员切断电源，进行处理，掘进工作面内，体积大于0.5m内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员切断电源，进行处理。3、对发生高冒地点，经及时采取充

39、填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查。4、掘进工作面供电要与采煤工作面分开，并使用风电闭锁装置。（二）、防止自燃发火的措施：1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。2、巷道发生冒高超过2m或空洞体积超过6m的情况要及时填实或设导风板,防止积聚热量发火。3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面的防火管路、装备及设施。4、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。二、避灾路线：若工作面发生水、火、瓦斯等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：1、若工作面发生水灾时，施工人员应按如下路线进行撤离：施工迎头西运输大巷东运输大巷主斜井地面。施工迎头

40、联络巷西回风大巷东回风大巷泵房变电所回风巷泵房变电所管子道主斜井地面。施工迎头联络巷西回风大巷东回风大巷回风下山8010回风顺槽回风斜井地面。2、若工作面发生火灾时，施工人员应按如下路线进行撤离：施工迎头西运输大巷东运输大巷主斜井地面。3、若工作面发生瓦斯灾害、煤尘爆炸时，施工人员应按如下路线进行撤离：施工迎头西运输大巷东运输大巷主斜井地面。附：避灾路线示意图。第八章 安全技术措施第一节 施工准备1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进

41、行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前，技术科必须提前给出开门位置，标定好腰线，施工单位严格按线施工。3、施工前，必须对开门口附近10m巷道支护进行检查加固。4、施工前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。5、严格执行“敲帮问顶”制度，施工前班组长对巷道按“由外往里”的顺序进行敲帮问顶，摘除悬矸危岩，确认安全后方准施工，然后每隔不大于半小时“敲帮问顶”一次。6、保持巷道清洁卫生、畅通无阻。第二节 “一通三防”管理一、通风管理1.风机必须挂牌管理，并有兼职司机牌，要求牌板规范、内容齐全，填写清晰，并每旬修改一次。风机必

42、须上架或吊挂，距巷道底板不低于300mm。高压部位不漏风，严禁无计划随意停风，执行好停风申请单制度。2风筒出口距迎头5m，并环环吊挂，平直、畅通、无漏风，吊挂时采用抗静电的非金属材料，风筒接头必须双反压边，拐弯处要设弯头，过风门要设硬质风筒，风筒与风机出口要用专用卡子连好，坚持每班对风筒检查制度，发现漏风，立即处理。风机每班必须由电工负责进行切换试验，并记录在册。3.加强通风安全监测装备的管理，看管、维护和正常使用。距迎头5m以内的回风流中安设瓦斯探头一个，在回风流汇入回风巷口1015m安设瓦斯探头一个，做到定期调校，保证灵敏可靠。瓦斯探头的传输电缆必须悬挂在帮上，不得落地，将瓦斯探头移至规定

43、位置，并悬挂好。4破煤时要开启掘进机内外喷雾，迎头后30m和50m各设封闭全断面净化水幕。5正常配备的便携式瓦斯报警仪，由安全网员携带。领取前必须观察仪器无异常后，方可领取。领取后，要关闭电源，到工作地点后再打开，悬挂在距迎头5m的风筒异侧回风流中，呈开启状态。离开工作地点后要关闭电源。班组长也必须领取一台灵敏可靠的便携式瓦斯报警仪，并随身携带。6距迎头60m200m由矿通防工区安设一组隔爆水槽，施工单位就近管理，维护和日常注水等工作。发现隔爆水槽丢失或损坏，立即汇报通防工区。防尘管径不得小于4吋，并每隔50m设一三通阀门，便于工作面洒水灭尘。7皮带头卸煤点设喷雾，开机前要打开，保证正常使用。

44、8加强风门管理。所有密闭（包括板闭、栅栏）前及风门前后5m内禁止存放物料及脏杂物。9局部通风机无计划停风措施：局部通风机发生无计划停风时，班组长必须立即命令停止工作，撤出人员，切断电源并及时向矿调度室汇报。如兼职司机在10分钟之内无法恢复通风时，班组长组织人员在全风压巷道口打好栅栏，切断风筒，安排专人站岗看管风机，禁止随意启动风机和人员进入停风区。矿调度室必须及时向有关领导汇报并安排人员查明局部通风机停风原因，进行处理，为尽快恢复通风做好准备。恢复通风前，必须检查瓦斯。掘进工作面停风时间超过2小时，恢复通风时，必须由救护队进行探查。在规定时间内，由专职瓦斯检查员进行探查，当O2浓度不低于18%

45、，CH4浓度不超过0.8%，CO2浓度不超过1.5%时，风机及开关附近的瓦斯浓度不超过0.5%,方准人工恢复通风，否则要按规定排放瓦斯。局部通风机无计划停风，必须进行分析，总结经验教训。并有记录可查。二、防尘管理1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。2、破煤时开启综掘机内外喷雾。3、扒装时必须及时洒水灭尘。4、迎头30m和50m处各设一道能封闭全断面的净化水幕5、巷道经常冲刷，无粉尘积聚现象。6、防尘管路必须接至迎头，每50m设三通一个，以便及时降尘。三、防火管理迎头采用风钻打眼，锚杆支护，综掘机破煤，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用砂子黄土、岩粉或灭

46、火器直接灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。4、防、灭火措施：施工地点的润滑油、棉纱、布头和纸等必须放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在巷道或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室内进行，并使用不然性和无毒性洗涤剂。井下电气设备及电缆要定期检查，严禁漏电失爆。任何人发现井下火灾时，首先应立即采取一切可能的方法直接灭火，并迅速报告调度室，切断火区电源。如果火势较大，现场人员无法扑灭时，要迅速组织人员撤出受火灾威胁区域，积极组织救护遇难人员，同时探明火灾地点、范围和发火原因，并采取措施，防止火灾向积聚瓦斯和人员的巷道蔓延。在火灾初期，火灾范围不大时，应积极组织人力物力控制火势，直接灭火，直接灭火无效时，应采取隔绝灭火，封闭火区。第三节 顶板管理1、掘进工作面10m内的支护，在施工前必须逐一进行检查和加固，确认无隐患后，方可正常施工。2、掘进机割出迎头后，要用长把工具及时摘除顶帮危岩悬矸，将前探梁移至迎头，用方木、板批、木楔背牢，严禁空顶作业。3、掘进中施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打锚杆眼、安装锚杆过程中应及时摘除危岩悬矸、排除隐患。敲帮问顶工作必须遵守下列规定：应有2名有经验的人员担