XX煤矿+830mK7开切眼掘进作业规程(正文)

1、XXXXX市XXXX煤矿掘进工作面作业规程 工作面名称： +830K7开切眼 矿 长： 技术负责人： 施工负责人： 编 制 人： 编制日期： 审 核 ： 批准日期： 规 程 会 审会审部门及人员签字矿 长技术负责人副 矿 长机电副矿长生 产 科安 全 科通 风 科机 电 科 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日会 审 意 见一、存在问题：二、处理意见参加本规程贯彻、学习人员签字名单一、贯彻人员：年 月 日二、学习规程的管理人员：年 月 日三、参加学习的班组长：年 月 日五、参加学习的作业人员：年 月 日六、后补学习培训及操作人员：年 月

2、 日+837K7开切眼掘进作业规程学习考试情况表：贯彻人： 学习（考试）时间： 年 月 日姓 名考核情况姓 名考核情况姓 名考核情况考核情况：合格填“”，不合格填“”。目 录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc277696237 第一章 概 况 PAGEREF _Toc277696237 h 1 HYPERLINK l _Toc277696238 第二章 地面位置及地质说明书 PAGEREF _Toc277696238 h 1 HYPERLINK l _Toc277696239 第一节 地面相对位置及邻区采掘情况 PAGEREF _Toc277696239 h 1

3、 HYPERLINK l _Toc277696240 第二节 煤（岩）层赋存特征 PAGEREF _Toc277696240 h 2 HYPERLINK l _Toc277696241 第三节 地质构造 PAGEREF _Toc277696241 h 3 HYPERLINK l _Toc277696242 第四节 水文地质 PAGEREF _Toc277696242 h 3 HYPERLINK l _Toc277696243 第三章 巷道布置及支护说明 PAGEREF _Toc277696243 h 3 HYPERLINK l _Toc277696244 第一节 巷 道 布 置 PAGEREF

4、 _Toc277696244 h 3 HYPERLINK l _Toc277696245 第二节 矿 压 观 测 PAGEREF _Toc277696245 h 4 HYPERLINK l _Toc277696246 第三节 支 护 设 计 PAGEREF _Toc277696246 h 4 HYPERLINK l _Toc277696247 第四章 施 工 工 艺 PAGEREF _Toc277696247 h 5 HYPERLINK l _Toc277696248 第一节 施工方法 PAGEREF _Toc277696248 h 5 HYPERLINK l _Toc277696249 第二

5、节 凿 岩 方 式 PAGEREF _Toc277696249 h 5 HYPERLINK l _Toc277696250 第三节 爆 破 作 业 PAGEREF _Toc277696250 h 6 HYPERLINK l _Toc277696251 第四节 装 载 与 运 输 PAGEREF _Toc277696251 h 8 HYPERLINK l _Toc277696252 第五节 缆线悬挂及轨道 PAGEREF _Toc277696252 h 9 HYPERLINK l _Toc277696253 第五章 生 产 系 统 PAGEREF _Toc277696253 h 9 HYPERL

6、INK l _Toc277696254 第一节 通 风 PAGEREF _Toc277696254 h 9 HYPERLINK l _Toc277696255 第二节 压风 PAGEREF _Toc277696255 h 12 HYPERLINK l _Toc277696256 第三节 综 合 防 尘 PAGEREF _Toc277696256 h 12 HYPERLINK l _Toc277696257 第四节 防灭火措施。 PAGEREF _Toc277696257 h 13 HYPERLINK l _Toc277696258 第五节 安全监测监控系统 PAGEREF _Toc277696

7、258 h 13 HYPERLINK l _Toc277696259 第六节 供 电 系 统 PAGEREF _Toc277696259 h 15 HYPERLINK l _Toc277696260 第七节 排 水 PAGEREF _Toc277696260 h 16 HYPERLINK l _Toc277696261 第八节 运 输 PAGEREF _Toc277696261 h 16 HYPERLINK l _Toc277696262 第九节 照明、通信和信号 PAGEREF _Toc277696262 h 17 HYPERLINK l _Toc277696263 第六章 劳动组织与主要经

8、济技术指标 PAGEREF _Toc277696263 h 17 HYPERLINK l _Toc277696264 第一节 劳 动 组 织 PAGEREF _Toc277696264 h 17 HYPERLINK l _Toc277696265 第二节 作 业 循 环 PAGEREF _Toc277696265 h 17 HYPERLINK l _Toc277696266 第三节 主要经济技术指标 PAGEREF _Toc277696266 h 18 HYPERLINK l _Toc277696267 第七章 安 全 技 术 措 施 PAGEREF _Toc277696267 h 18 HY

9、PERLINK l _Toc277696268 第一节 一 通 三 防 PAGEREF _Toc277696268 h 18 HYPERLINK l _Toc277696269 第二节 顶 板 管 理 PAGEREF _Toc277696269 h 20 HYPERLINK l _Toc277696270 第三节 爆 破 PAGEREF _Toc277696270 h 20 HYPERLINK l _Toc277696271 第四节 防 治 水 PAGEREF _Toc277696271 h 22 HYPERLINK l _Toc277696272 第五节 机 电 PAGEREF _Toc27

10、7696272 h 22 HYPERLINK l _Toc277696273 第六节 运 输 PAGEREF _Toc277696273 h 23 HYPERLINK l _Toc277696274 第七节 贯通措施 PAGEREF _Toc277696274 h 23 HYPERLINK l _Toc277696275 第八节 其 它 PAGEREF _Toc277696275 h 24 HYPERLINK l _Toc277696276 第八章 灾害应急措施及避灾路线 PAGEREF _Toc277696276 h 24 HYPERLINK l _Toc277696277 第九章 +830

11、 K7煤巷掘进工作面防突专项设计 PAGEREF _Toc277696277 h 26 HYPERLINK l _Toc277696278 第一节 成立+830m水平K7煤层防突措施实施技术小组 PAGEREF _Toc277696278 h 26 HYPERLINK l _Toc277696279 第二节 +830M K7煤巷掘进工作面防突专项设计 PAGEREF _Toc277696279 h 26第一章 概 况一、巷道名称+830K7开切眼。二、巷道位置及掘进用途巷道位于XX煤矿井田南翼+830m-+901二个水平之间的K7采煤层内；巷道掘成后可形成+830K7采掘工程独立通风系统，为布

12、置K7煤层的开采创造条件。三、巷道设计长度、掘进方向+830K7开切眼长度175m左右，沿K7煤层倾向朝上掘进，并将与+901MK7回风巷贯通。四、预计开竣工时间该工程估计于2010年11月下旬初开工，竣工时间约在2011年11月底。第二章 地面位置及地质说明书第一节 地面相对位置及邻区采掘情况矿区位于川主煤矿区太阳坪石河矿区的杨河蚂蝗杠井田内。地面标高+950m+1350m之间，此区域内没有水体和地面筑物。巷道井下标高+8m，巷道沿K7煤层倾向掘进。巷道全范围内无采空区，无水火不利灾害影响。根椐+830南翼K6、K7煤层采掘情况分析,遇裂隙会有裂隙水,但对采掘无多大的影响；瓦斯涌出量很小，但

13、矿井属煤与瓦斯突出矿井，此工作面应采取相应的综合防突措施进行管理。井上、下对照关系表水平名称+830m水平采区名称下山工程一采区井下标高+m911 m.地面标高+1228m-+1326 m地面相对位置建筑物、小井及其他地面为山体。地面位置位于大合夹与叶店子以南，大熊店以北。此处为山坡地带，无对掘进有影响的工业建筑物、农舍。井下相对位置对掘进的影响该巷位于山坡地带下320m-485 m的埋深处，无采空区及老巷对掘进产生相关影响。邻区情况及对掘进的影响本巷道南边为将布置开采的K7煤层，北侧为+830K7采空区，下侧为+830K7运输巷、上侧为+901K7回风巷，底板以下法线距离10米左右为K6采区

14、。第二节 煤（岩）层赋存特征 一、煤（岩）层产状、厚度、结构1、地质柱状图：（赋存年代属三迭系上统须家河组下亚组）（图1）2、地质构造及巷道围岩特征：工程巷道位于三迭系上统须家河组下亚组，巷道主要沿K7煤层倾向施工，岩层主要为砂岩、泥岩为主，夹泥砂岩。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数2008、2010年本矿井瓦斯鉴定等级：低瓦斯矿井。根据我矿对该煤层瓦斯测定，该煤层相对瓦斯涌出量/t，煤层绝对瓦斯涌出量0.448 m3/min，相对CO2涌出量0.6 m3/t，绝对CO2涌出量0.13 m3/min。CH4、CO2为主要有害气体。本掘进巷在全岩巷，瓦斯涌出量极少。CO、SO2

15、、NO2、NO、H2S等有害气体极其稀少。此工程巷为全岩巷，不会引起煤层发火和煤尘爆炸。第三节 地质构造+830南翼采区内时有沿走向的小断裂和沿倾斜的断裂小褶皱，构造多为重叠褶皱。采区范围内未发现大的断裂、褶皱构造。总之，构造属简单类型。第四节 水文地质矿区内主要岩性由粉砂岩、砂质粘土岩、粘土岩、夹煤及炭质粘土岩多层组成。粉砂岩、细砂岩是主要的含水和透水岩石，炭质粘土岩和煤层相对是隔水层，透水性较差，地下水的补给主要是大气降水，水文地质条件简单。工作面来压后，顶板脱层下裂隙增大，顶板渗透淋水，给采掘安全管理带来一定困难，但不影响正常采掘生产影。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置巷

16、道布置及相邻位置关系示意图：（图-2）本巷沿K7煤层倾向布置，水平标高+841-911m，巷道断面为矩形，净宽2000mm，高1000-1400mm（采高），工程量175左右m，巷道走向方位角2350，开口位于+830KK7运输巷内。开切眼内每隔40米在右侧设置一个躲身硐，便于躲身和放材料设备等。躲身硐深1米、宽2米、高度以采高为准。第二节 矿 压 观 测未开展此项工作。第三节 支 护 设 计一、巷道断面开切眼岩层硬度系数f=2-6，顶板为粗砂岩围岩中等稳定。根据岩层情况，该巷道拟采用木材支护，断面的形状选用矩形。工程特征表：项目类别长度m倾角断 面工 程 量备注形状掘进断面()净断面()掘进

17、体积支架形式松 散圆木材质大小柱距通风行人道排距1 mmm3 /mm3煤巷风巷175230矩形223718戴帽点柱 mm二、支护方式1、开切眼内采用木支柱戴帽点柱进行支护。共三排支护：左侧作为通风、人行通道，排距（+-0.1）、右侧排距为米（+-0.1）,作为安设搪瓷溜槽溜煤眼米。 (见：开切眼支护、断面示意图)2、躲身硐打三排带帽点柱， 排柱距。3、顶子必须成排成行，打紧打牢，支柱迎山角为2030。木支柱2米,挑方（柱帽）：长*宽*厚=*；，排距不变。（图-3）第四章 施 工 工 艺第一节 施工方法巷道开口施工方法1、施工前生技科必须按原指定施工的位置确定方向及位置，施工队严格按标定施工线路

18、施工。2、开工前严格检查开口处的安全状况，保证20米范围内巷道支护完整,保护好已安设的管路和线路。3、开工前提前按设计安设好局部通风机、接好风筒，安装好监测监控系统，准备好各种支护材料和检修好各类机具。第二节 凿 岩 方 式本工程施工采用打眼爆破法掘进。1、打眼机具：采用2台。装备情况表:设 备 名 称型 号 规 格单位数量备 注局部通风机FBDYY-2 (KW)台2一台工作,一台备用煤电钻台2掘进碛头(一用一备)煤电钻综保BZZ-4台1在已施工成巷的进风侧内厢刀把2手镐把22、装煤、运输：施工中采用人工装煤、1t矿车运输，人力推车+机车运输。 3、降尘方法：水炮泥装药、装煤洒水、爆破后开放水

19、幕。第三节 爆 破 作 业一、掏槽方式为楔形掏槽法。1、炸药、雷管：使用煤矿许用3#炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管或瞬发电雷管，电雷管必须编号。2、装药结构：正向装药结构。3、起爆方式：起爆使用专用发爆器分组起爆，联线方式为串联联线。4、巷道采用钻爆法向前掘进，根据围岩硬度周边眼距定为500650mm，抵抗距为650mm。周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.70.8为宜，而在软岩中取0.60.8为宜。二、正向装药结构如下图：（图-4）三、装药及引药制作示意图（图-5）炮眼布置图:（图-6）四、爆破说明表炮眼名称个数炮眼角度）单孔深(m)眼号单孔装药量Kg合计雷管段数起爆顺序封泥长度（m）垂直水

20、平掏槽眼40-8021-40.753.01帮眼40-851.75-80.451.62合计84.6备注采用分段起爆，掏槽眼与帮眼各作为一组分别起爆；且各组炮眼均采用串联；周边眼采用单段空气柱装药结构，即在正常装药的情况下，在周边眼的眼口再装填0.3米的炮泥。水炮泥使用方法:（一）、水炮泥的作用：水炮泥就是一种用塑料薄膜圆筒充水的充填材料。1、降温作用：炸药爆炸后水炮的水在爆炸气体的冲击作用下形成一层水幕，起到降低爆温，缩短爆炸火焰延续时间的作用，从而减少了引爆瓦斯、煤尘的可能性。2、降尘作用：水炮泥破裂后，形成的水幕起降尘作用，煤尘浓度可降低50%，岩尘可降低35%。3、吸收炮烟中有毒气体作用，

21、二氧化氮可降低45%。（二）、使用水炮泥的装药结构1、严格按照作业规程布置炮眼，每个炮眼装一个水炮泥，严禁炮眼内只装水炮泥而不装粘土炮泥。2、采取“夹泥式”装填水炮泥，即装药时先装药卷，接着装一段长8-10厘米的粘土炮泥与药卷接触，再装水炮泥，最后填一段长度不少于米的粘土炮泥。预期爆破效果表指标名称单位参数指标名称单位参数炮眼利用率%90炮眼密度个/m23.03循环进度m1.53每日循环数次12循环实体煤炭m34日进度m18.36循环松散煤炭m36.8日用矿车数个85循环炸药消耗K4.6单位岩体炸药消耗K/m31.15循环雷管消耗发8单位岩体雷管消耗发/m32掘进断面m22.64第四节 装 载

22、 与 运 输一、装载人工装煤（岩）：装煤（岩）时,煤和矸要分装,并要保证工程煤质量,装车高度不能超过矿车边沿,大块矸要打烂。二、运输施工中采用1t矿车运输，人力推车至830K6运输巷由机车运出井。第五节 缆线悬挂及轨道一、缆线悬挂风、水、风筒、电缆的悬挂位置、高度，按支护图上的要求。1、管线悬挂：在掘进施工中所敷设的电缆、风筒、放炮线等均应按规定的位置吊挂牢固整齐。A、人行通道右侧悬挂：1）动力电缆：放在底板上偏左侧，每3m一处固定在木支柱上。2）信号电缆悬挂于动力电缆上侧以上的位置，在木支柱上每3m进行一处固定。3）风筒悬挂在动力电缆另一侧（右侧），悬挂在木支柱接近顶板处，做到与开切眼掘进方

23、向平行、挂直和缝环必挂。B、人行通道左侧悬挂：放炮母线两股分开（间距）悬挂于行通道左侧支柱上，距底板0.8m以上的位置。第五章 生 产 系 统第一节 通 风一、掘进工作面风量计算本作业规程采用局部通风机压入式通风方案。1、按CH4、CO2 涌出量计算瓦斯矿井掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数K=1.8；qCH4=0.448m3/min， qCO2=0.13m3/min。Q压=100qCH4K掘=1000.448=m3/minQ压=100qco2K掘=1000.132=26m3/min2、按人数计算Q=415=60m3/min；3、按一次起爆最多炸药量计算 Q压 =25A=253=75 m3/min；

24、（1）回风流安全长度 L稀180AS18032.23242m（2）风筒出口到工作面的距离： L压L射4S42.235.97m（一般取3米）；4、按照回风巷道风速验算所需风量：（1）最低风速：Q低=SV=2.2360=m3/min；（2）最高风速：Q高=SV=2.23460=m3/min；Q低Q压Q高符合要求。所以，工作面所需风量应为81.0m3/min。二、通风设备的选择、安装地点和要求1、通风设备选择根据工作面所需风量进行验证后，对工作面所需通风设备进行选择：根据我矿的风筒配置情况，该工作面选用=500mm 风筒和=400mm 风筒。在大巷中使用=500mm风筒，在开切眼内则使用=400mm

25、 风筒。2、风机的选择：通过查表可知FBDYY-25.5通风机有效风量在240-160m3/min，风压为320-3100 Pa，故选用FBDYY-25.5局扇完全满足通风要求；3、局部通风机处供风风量的确定：233m3/min选定碛头压入风量为81m3/min，局扇风机吸入处的供风不小于233m3/min。4、局扇安装位置的确定：局部通风机安装+830mK6运输巷内距碛头回风大于10米的进风流中。5、局部通风机安装要求1）、局部通风机必须吊挂在顶板上或放在托架上，距离底板不小于300mm。2）、风机开关必须上架，风筒距离碛头不大于3m，保证工作面足够新鲜风流。3）、局部通风机必须挂牌管理，专

26、人负责，实现“三专”、“两闭锁”。4）、掘进工作面正常工作的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器）供电，专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电；备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保持掘进工作面正常通风。5）、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。6）、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风

27、后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。7）、风筒接头严密且反压边，吊挂平直，逢环必挂,风筒拐弯处设弯头或缓慢拐弯，转弯角度大于75度时必须设有弯风筒过渡，严禁拐死弯，异径风筒要设由大到小的过度节。8）、风筒接口严密不漏风。所有悬挂的风筒除碛头最前端三条外，不得有破口漏风，风筒接头严禁反接。9）、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头（风筒异型三通）

28、的规格：500+500500*L3000（见示意图），安设标准：工作风机和备用风机并联，分别套上交叉风筒并排的一头，只剩另一端的单接头逐根接上风筒朝碛头供风。10）、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。(图7)：工作风机和备用风机交叉风筒规格及安装示意图挂环备用风机5005005003000300010000工作风机三、通风系统进风： +830m水平运输大巷+830K6运输平巷局扇、风筒830K7运输巷830K7开切眼掘进工作面。回风：K7开切眼掘进工作面830K7运输巷+830MK6运输巷+830MK6采面（通风印子）901M K6回风巷+901总回平硐主扇风机排出地面。(图8)：通风

29、、防尘系统示意图第二节 压风压风风源来自地面压风站，管路为D=ppa。地面压风站（D=100钢管+830m主平硐（D=50钢管）830水平运输大巷（D=50钢管）+830K6平巷（D=40焊管）830K7运输巷（D=40钢管）掘进工作面（D=20钢管）。第三节 综 合 防 尘防尘供水系统1、地面水池（D=65钢管）+830m主平硐（D=65钢管）830水平运输大巷（D=65钢管）+830K6平巷（D=50焊管）830K7运输巷(D=40钢管、D=20软管）K7开切眼工作面装载点洒水防尘装置。2、防尘方式该碛头所需防尘水来自地面防尘水池，经防尘水管送水到该掘进工作面，作为防尘和消防用水。回风侧设

30、一喷雾点(净化风流水幕)。施工过程中采用水炮泥装药放炮，工作面作业人员自觉佩戴防尘口罩、装煤洒水，冲刷巷道、净化风流等综合防尘措施。(图9)：压风、消防系统示意图第四节 防灭火措施。防火水源采用防尘水源、管路路线和管路尺寸与防尘水管相同。1、定期冲洗和清扫巷道煤尘。2、井下使用的易燃物（棉纱、润滑油、布头、纸等包括已用过的）必须存放在盖严的铁桶内，定期专人送至地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内、硐室内或泼在巷道内。3、严禁明火作业和电器失爆。4、用防尘水管作为消防水管。5、井下灭火严格按煤矿安全规程第二百四十四条的规定执行。第五节 安全监测监控系统监测仪表设备及其布置和使用1、甲烷传

31、感器配置：（详见安全监控系统示意图）(图10) 安全监测监控系统图 eq oac(,1)、采用KJ90监控系统，中心站设在井口调度室旁，在+830K6运输风巷安设一台KFD3中分站； eq oac(,2)、掘进工作面安设一台甲烷传感器（T1），必须安设在距碛头不大于5m的巷道内风筒的另一侧，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5% CH4，复电浓度为小于1.0% CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。 eq oac(,3)、掘进工作面回风侧甲烷传感器（T2）安装距回风口1015m范围内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.0% CH4，复电浓度为小于1.0% CH4

32、。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。、甲烷传感器应安设在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不大于300mm，距巷帮不得小于200mm。、掘进碛头的局扇的线路上安设一台风机开停传感器，监视局扇的开停状况；距碛头2030m的风筒上安设风筒传感器，监视风筒内通过风量的情况，风筒传感器应掩蔽在风筒与支架之间，防止炮击。2、安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪

33、与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。第六节 供 电 系 统一、供电系统（祥见：供电系统图）1、本工作面之电源来自+830K6运输巷配电点，电源电压为660v。配电点电源来自地面变电所,为双电源。配电点设真空馈电开关一台（BKD9-400），矿用电煤钻综合保护装置一台（BZZ-）和综保启动开关一台(QBZ60)。工作面局扇自动切换启动开关一台(QJZ-2-120SF)。本工作面供电负荷有：采用KW*2局扇供风，一台工作，一台备用；采用打眼。碛头供电系统图（图-11）2、工作面设备

34、装机总容量（2*5.5+1.5=12.5KW）。二、电器整定整定计算： I=36A 则 IZ=40A第七节 排 水根据地质相关资料，此工作面所过岩层为弱含水层，但裂隙发育，掘进过程中可能有局部少量淋水，矿井水通过巷道水沟自流出矿井。 第八节 运 输1、运煤(矸)：本掘进工作面+830K7运输巷石门+830K6运输巷+830水平运输大巷830总进风平硐地面。 (图12) 运输系统图2、运料（空车）：地面830总进风平硐+830水平运输大巷+830K6运输巷石门+830K7运输巷本掘进工作面。第九节 照明、通信和信号一、照明作业过程中,用矿灯作为照明。二、通讯本工作面的 安设于开切眼下部+830K

35、7运输巷内，并能直接和地面调度室等要害部门及场所直接联接。第六章 劳动组织与主要经济技术指标第一节 劳 动 组 织该巷道掘进采用“三八”制（一天三个班，每班8h）组织生产，计划每循环1.53m，打眼、放炮、支护为一个班并装煤和运输，按顺序进行作业，每日12个循环。劳动组织表见下表。劳动力组织表工种工作面班次早中夜合计打眼、放炮、支护包括班长12121236装运车输推车工、溜煤工安检员（兼通风工）1113合计(该人数为工作面每日的出勤人数，不包括休假人数)13131339备注： 第二节 作 业 循 环为保证正规作为循环的完成，工作面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

36、尽量做到交叉、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。正规作业循环作业图表如下：作业循环作业图表第三节 主要经济技术指标主要技术经济指标见下表。技术经济指标表序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1掘进断面m28施工时间天102净断面m29工作面人数人133每循环炮眼个数个810人均工效m/天0.474工程量m17511炸药消耗量Kg/m35循环进度m1.5312工程炸药消耗Kg5256日循环次数次1213雷管消耗发/m7日进度m14工程雷管消耗发916第七章 安 全 技 术 措 施第一节 一 通 三 防一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须制定专人负责管理，保证正常运行。其他人

37、员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直无脱节、无破口，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于3m，以保证工作面有足够的风量。漏风率不得超过3%。3、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不准停风。局部通风机因故不开时，必须把人员撤至进风巷内，并在巷道口一定位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，工作面禁止爆破。4、临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，打好栅栏并揭示警标，禁止人员入内，并报调度室。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撒出人员、切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中

38、的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由当班瓦检员开启局部通风机。局部通风机必使用风电闭锁，保证停风断电功能的实现。二、瓦斯管理1、严格执行瓦斯管理及检查制度，实行瓦检员跟班作业制，每班瓦斯检查不少于3次，二氧化碳不少于2次，放炮作业班次严格执行“一炮三检”和“一检三点”，每次检查结果记入手册和现场瓦斯管理牌板，安全员与瓦检员互相监督检查情况，并且在对方的记录本上签字，杜绝空班漏检、不检、假检；另外发现瓦斯异常必须及时汇报。2、瓦斯异常涌出征兆：工作面瓦斯忽高忽低、温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区瓦斯异常涌出；煤壁发出“咝咝”声；顶板来压；人感到发昏等。遇上述情况，必须及时加强通风，停止

39、工作进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时在行作业。若情况危急，及时撤离危险区报告调度室。5、瓦斯浓度超过1%和CO2浓度超过1.5%时，按煤矿安全规程第一百三十六条、第一百三十八条、第一百三十九条的规定执行。6、防治煤与瓦斯突出管理，另行制定“防突专项设计”。(第九章：防突专项设计)三、综合防尘1、采取综合防尘措施，采取放炮时使用水炮泥，放炮喷雾、装煤洒水、净化风流、佩带防尘口罩。2、每十天清刷一次及巷道内的粉尘。机电部门在铺设工作面的防尘水管时，每隔100m安设三通，用作冲刷巷道用。3、工作面的防尘水幕及供水管路由机电队负责维护和管理，在回风流中安设一道防尘水幕，确保雾化效果好和正常使用

40、，掘进队必须按要求使用。四、防火管理1、井下使用的易燃物（棉纱、润滑油、布头、纸等包括已用过的）必须存放在盖严的恶铁桶内，定期专人送至地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内、硐室内或泼在巷道上。2、严禁明火作业和电器失爆。3、用防尘静压水管作为消防水管。4、井下灭火严格按煤矿安全规程第二百四十四条的规定执行。电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、沙子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用矸石或水灭火。要控制风流，防止火势蔓延。5、严禁使用变质炸药，以防拒爆燃烧第二节 顶 板 管 理1、巷道必须按设计要求施工，开工前（特别是打眼前、放炮后、

41、支护前）。必须执行安全检查制度和“敲帮问顶“制度，用长1.5米以上的长柄工具在安全地点将顶帮的活矸、聋煤、马棚、片帮、伞檐等一切不安全隐患处理掉，确保安全后方可开工。2、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。3、每次放完炮后，工作面工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工、瓦检员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在临时支护下进行敲帮问顶工作。4、在顶板破碎时，要适当缩小棚厢距，或者架设密厢。5、工作面出现以下来压征兆时，必须停止共作，撤出人员，报告调度室。（1）顶板破碎，支护变形速度骤增时。（2

42、）顶板离层严重，折柱严重时。（3）有“闷跑”声，巷道掉渣片帮严重时。第三节 爆 破1、采用3#煤矿安全许用炸药、毫秒延期电雷管引爆(总延期时间不得超过130ms)、煤矿专用放炮器起爆破岩方式，采用正向装药。2、井下爆破员工作必须由专职爆破员担任，持证上岗，严格执行“一炮三检”、“一检三点”、“三人连锁放炮制”和“敲帮问顶”制度；经培训的班组长只能协助专职爆破员装药、放警戒，专职爆破员负责做引药、检查线路、起爆等工作；其它任何人员不许担任和进行专职爆破员的工作。3、爆破员必须把炸药、雷管分别存放在专用爆炸器材箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆炸器材箱必须存放在顶板完好、支架完整且避开机械、电气设备的地

43、点。爆破时，必须将爆炸器材箱放到警戒线以外的安全地点。4、抽取雷管、装配引药时，按照煤矿安全规程第三百二十五条、第三百二十六条规定执行。5、装药前首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，装药时只能用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，严禁用钢钎代替炮棍。6、炮眼封泥应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼，无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。封泥的长度按爆破说明书严格执行。7、装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药爆破。a、工作面空顶距离不符合规定，支架有损坏或伞檐超过规定。b、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到

44、1%。c、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况；d、掘进工作面风量不足。e、有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗、有水叫、雾气）。 f、在爆破地点附近20m以内有未清除的煤矸，或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。7、放炮前班长必须亲自布置专人在所有通往爆破地点的所有通路上担任警戒工作（由班长负责），警戒人员必须在安全地点警戒，在警戒过程中不得做其它事，警戒处设置警戒牌、警戒杆或拉绳。8、放炮距离：采用远距离放炮，距爆破点不小于300米的新鲜风流中放炮。9、放炮器由瓦检员随身携带，放炮时，瓦检员检查瓦斯浓度不超过规程的规定，瓦检员方可把放炮器交给爆破员；不放炮时放炮器钥匙

45、由爆破员随身携带，严禁放连珠炮，严禁在井下试放炮器。10、放炮人员必须熟悉爆炸材料性能和本规程有关规定，每次放炮后，爆破员必须及时在记录本上填写本次放炮炸药雷管使用情况及剩余情况；11、爆破员必须最后离开工作面并在安全警戒线以外的安全地点起爆。12、井下爆破必须使用发爆器。13、爆破母线和连接按照煤矿安全规程第三百三十四条规定执行。14、发爆器的把手、钥匙必须由爆破员随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时不得将把手和鈅匙插入发爆器。爆破前后爆破母线必须扭结成短路。15、爆破前脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行，爆破母线连接脚线、检查线路及通电工作只能由爆破工一人操作。每次爆破

46、前，爆破工必须做电爆网路的全电阻检查，严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。爆破前，班长认真清点人数确认无后方能下达放炮命令，爆破员在接到放炮命令后大喊三声至少再等5秒，方可放炮；16、爆破后，待工作面炮烟散尽，30分钟后,爆破员、瓦检员和班长必须首先巡视爆破地点进行全面检查，如有危险情况，必须立即处理。17、通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙并将爆破母线从电源上摘下扭结成短路再等15分钟后才能沿线路检查找出拒爆的原因。18、处理瞎炮(包括残炮)必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，爆破员必须同下一班爆破员在现场交接清楚。处理瞎炮时，必须遵守下列规定：

47、a、由于联线不良、爆破母线中断造成的盲炮，可以重新联线放炮；b、在距瞎炮至少米处另打同瞎炮平行的新炮眼，重新装药放炮；c、严禁用镐或压风从炮眼中掏出放置的引药或从引药中拉出电雷管，严禁将残眼（无论有无残余炸药）继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药；d、处理瞎炮的炮眼爆炸后，爆破员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管；e、在处理瞎炮完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作；19、爆破员严格执行火工产品领退制度，剩余火工产品必须交回库房。20、严禁放明炮、糊炮。21、其余按照煤矿安全规程、爆破安全规程和民用爆炸物品安全管理条例的规定及地方相关法规执行。第四节 防 治 水1、掘进工作面的出水

48、征兆：挂红、出汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑有臭味等异状时，必须停止工作，采取措施报告调度室；如遇情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员2、。掘进时，必须坚持“有疑必探 、先探后掘”、“长探短掘”的原则。第五节 机 电1、井下供电做到“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）、“两齐”（电缆悬挂齐、设备硐室清洁整齐）、“三全”（保护装置全、绝缘用具全、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

49、风电闭锁）。2、井下设备严禁带电检修和搬运（包括电缆、电线）。3、机电设备检修一律进行断电、验电、放电操作，把开关手把打到零位并闭锁，挂上“有人工作、不准送电”牌，且有专人看管。执行谁停电谁送电，不得 联系停、送电制度。4、所有开关必须上架。5、井下电器设备保护接地严格执行煤矿安全规程中有关规定安装设好保护接地。6、机电检修必须有记录。7、各台机电设备必须挂牌，实行包机制，设专人负责，入井前必须检验贴有“入井合格证”。8、井下任何人员严禁在井下私自拆卸矿灯。第六节 运 输1、工作面刨煤装矸，必须分装运，并认真检查顶帮的围岩活矸，作业人员还必须注意在作业过程中的相互伤害。2、人工推车：（1）一人

50、一次只准推一辆车，严禁在矿车的两侧推车。同向推车时前后相距在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10米，坡度大于5 、小于7时，两车相距不得小于30米,度大于7时，不得人力推车。（2）推车时必须注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、联络巷与集中巷的巷道口、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。（3）严禁放飞车。第七节 贯通措施由于+830K7开切眼掘进到长175米左右时将与+901K7回风巷贯通，为保证该开切眼安全贯通，本巷掘进到150米时，必须执行以下贯通措施：1、通风安全科必须停止+901K7回风平巷内的其他作业，并按要求对+901

51、K7回风平巷盲巷内进行局部通风，排除瓦斯。2、对901K7回风巷将贯通的该段巷道进行正常局部通风，应一直持续到该巷贯通为止。3、每班必须作好贯通准备工作：每班作业前由当班值班安检员进入+901K7回风平巷盲巷内进行一次检查，确认通风畅通，瓦斯浓度在0.5%以下、顶板支护完好，才能准许工人进入K7开切眼进行掘进作业。4、每次爆破前，必须有专人警戒。在+830K7进风巷内和+901K7回风平巷内距贯点大于100M处布置警戒，严禁其他人员入内。由班长亲自布岗、撤岗，在布岗期间，警戒人员严禁任何人员进入警戒区。5、通风安全科做好风量调节的准备工作，贯通后立即调节好矿井风量。第八节 其 它一、采取分次放

52、炮的安全措施：工作面可以一次性布置所有的炮眼，但一组装药必须一次性起爆，严禁一次性装完工作面所有炮眼，然后分次起爆；工作面必须采取正向装药，且炮泥的封泥长度必须符合本作业规程的规定；每放完一排炮必须待碛头的炮烟散尽，且等待至少不少于30分钟才能进入碛头检查，且严格执行敲帮问顶制度。二、施工中如遇在地质构造带危及人身安全、本班及本队不能处理时，应及时撤出人员停止作业，报矿调度室和生产部门，制定相应的措施才能作业。三、生产部门要加强施工巷道及构造带、岩层走向变化的预测预报工作，及时指导掘进施工。四、行走路线：上下班途中要走行人侧，不得在道心中行走。五、每次放炮前，必须将靠工作面的最近的瓦斯传感器撤

53、至离碛头至少40m以外的安全地点，放完炮后立即悬挂至规定地点。第八章 灾害应急措施及避灾路线一、应急处理措施1、爆炸事故（1）一旦井下发生局部瓦斯或煤尘爆炸事故，人员不准乱跑，由管理人员或班组长识别真情，把人员带到巷口，在通过爆炸尘烟时，戴好自救器，用 与调度室联系，等待命令。（2）一旦人员无法撤出，所有人员要背向爆轰波传播方向，向下爬在水沟内，迅速戴好自救器；待爆轰波过后，尽快撤离灾区，到安全地点等待救援。2、火灾事故（1）遇火灾时，应视火灾性质、灾区通风情况，立即采取一切可能的方法直接灭火。（2）电气设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前只准用不导电的灭火器材进行灭火。（3）灭火过程必须

54、由班长统一指挥，在通风、安全人员监督、监护下进行，并制定专职瓦检员检查有害气体和风向、风量变化，采取防止人员中毒措施，同时立即报告调度室。（4）如果控制不住火势，所有人员带上自救器，向进风方向撤离。（5）灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦检员指挥。3、顶板事故（1）经常检查巷内顶帮及支护情况，发现问题及时处理，不能处理的，必须将人员撤至安全地点，报告调度室。不安全地点严禁进入。（2）巷内一旦垮顶出路被堵，未堵人员要及时向调度室汇报，包括垮顶范围、被堵人数、位置，并积极进行抢救。（3）在进行抢救时，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，抢救时必须支设可靠的

55、临时支护。抢救时必须做好通风瓦斯监测，4、水害事故（1）当发现工作面有突水预兆时，必须发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。（2）最先发现透水的现场工作人员，一方面应报告矿调度室，另一方面应迅速组织抢救。堵住出水点，防止事故继续扩大；水势猛来不及进行加固时，人员应尽快向高处撤退，安全出井。（3）若井下突然突水，破坏了巷道中的照明和避灾路线上的的指示牌，人员一旦迷失方向，必须顺着回风流方向撤退，切勿进入下山巷道。二、避灾路线在灾害面前，大家应沉着冷静，互相帮助，听从指挥，按以下路线撤离：1、瓦斯、火灾、爆炸事故、顶板事故：碛头 +830K7运输巷 石门+830Mk6运输巷+ 830水平运输大巷

56、平+830总进风平硐地面2、水害：碛头+830K7运输巷+830K6运输巷830K6通风印子+901K6回风巷+901总回风平硐地面(图13)：避灾系统示意图第九章 +830 K7煤巷掘进工作面防突专项设计因矿井按煤与瓦斯突出矿井管理，故必须对K7煤巷掘工作面采取综合防突措施：在掘进过程中采用工作面预测方法进行突出危险性预测，并在采取相应安全防护措施后进行掘进作业。现根据相关规定和我矿实际，制定K7煤巷掘进工作面防突专项设计如下：第一节 成立+830m水平K7煤层防突措施实施技术小组组长：丁远喜组员：魏兴华、何成刚小组职责：负责采面防突区域验证、预测预报、措施实施、效果检验、防突日常管理等工作

57、。第二节 +830M K7煤巷掘进工作面防突专项设计一、 区域预测一）、预测方法：煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析法。二）、判定指标：（见表9-1，摘自防治煤与瓦斯突出规定）表9-1 区域预测煤层突出危险性单项临界指标值煤层突出危险性煤的破坏类型瓦斯含量坚固性系数（f）煤层瓦斯压力p（MPa）突出危险，8 m3/t无突出危险除上述情况以外的其他情况三）、判断依据1、我矿从建矿至今，在+830水平开采K7煤层的过程中未发生过一次防治煤与瓦斯突出规定所述的动力现象。2、煤层突出危险性鉴定结论：2010年1月，中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对我矿K7煤层的煤与瓦斯突出危险性进行了鉴定工作，2

58、010年3月30日得出鉴定结论：K7煤层的破坏类型为；坚固性系数为；瓦斯放散初速度指标为10mmHg；瓦斯压力0.74 MPa。认为：K7煤层在标高+760-+920范围之内无突出危险性。3、 区域预测结论综上所述， K7煤层在标高+760m以上区域预测为无突出危险区，可不采取区域防突措施。二、+830m煤巷掘进工作面突出危险性预测1、预测方法复合指标法。使用钻孔瓦斯初速度测定仪及配套胶囊封孔器（ZLD-2及JN2）测定钻孔瓦斯涌出初速度，弹簧秤测定钻屑量。2、判定指标表9-2 复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻孔瓦斯涌出初速度q（L/min）钻屑量 S（kg/m）（L/m）

59、563、预测钻孔的布置和施工(图-14)、（表9-3）在掘进工作面迎头的软分层（厚分层）中布置3个42mm，深10米的钻孔，其中一个位于巷道断面的中部，并平行于掘进方向，另二个分别位于巷道两帮，离与两帮距离分别为，帮孔终孔位置控制到巷道两侧轮廓线外3m。采用型煤电钻，42mm标准钻头、钻杆，依次施工预测钻孔。表9-3 预测钻孔布置参数表 钻孔编号与中线水平夹角（。）倾角（。）钻孔深度(m)备注1000102-1901730”0113+1901730”011图-14 煤巷掘进工作面预测孔布置图4、测试方法预测钻孔在煤层中每钻进1m用弹簧秤测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内用ZL

60、D-2及JN2仪测定钻孔瓦斯涌出初速度q，测q时测量室长度为1m。5、突出危险性的判定测试工作完成后，对照（表9-2）“临界值”， 如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。如果预测为无突出危险采取安全防护措施，并留足不少于2m的预测超前距的情况下组织掘进作业；如果预测有突出危险则必须采取局部防突措施。6、预报预测结束，防突技术组必须按要求填写“预测原始记录数据表”和 “工作面突出危险性预测预报单”，并报矿长、技术负责人审核、签字。三、K7煤巷掘进工作面防突措施1、防突措施的选择：采用超前排放钻孔排放瓦斯的防突措施。2、超前