七采矸石仓作业规程

PAGEPAGE28七采十一层矸石仓作业规程 新汶矿业集团掘进工作面作业规程巷道名称：七采十一层矸石仓施工区队：掘进二区编制人：张建宗单位负责人：刘其路批准人：谭海滨编制日期：2012年12月16日执行日期：2012年月日《七采十一层矸石仓作业规程》编审单位签字主编人：年月日编制人：年月日单位负责人：年月日审查人：年月日技术：年月日地测：年月日通防：年月日机电：年月日运输：年月日掘进：年月日安监处：年月日安监处长：年月日生产矿长：年月日总工程师：年月日审批意见审查单位意见：会审意见会审时间：2012年月日参加人员：会审意见：矿总工程师意见：目录审查人员签字………………………1矿审批意见…………2目录………………….4风险评价……………5第一章概况…………11第一节概述………………………11第二节编写依据…………………11第二章地面相对位置及水文地质情况…………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）层赋存特征……………………12第三节地质构造…………………12第四节水文地质…………………12第三章巷道布置及支护说明………14第一节巷道布置…………………14第二节支护设计…………………15第三节支护工艺…………………22第四章施工工艺……………………24第一节施工方法…………………24第二节凿岩方式…………………24第三节爆破作业…………………24第四节装、运岩（煤）方式……………………25第五节管线及轨道敷设…………25第六节设备及工具配备…………26第五章劳动组织与主要技术经济指标……………27第一节劳动组织…………………27第二节循环作业…………………27第三节主要技术经济指标………28第六章生产系统……………………29第一节通风系统…………………29第二节防尘系统…………………30第三节压风系统…………………31第四节防灭火……………………31第五节安全监测系统……………31第六节供电系统…………………32第七节排水系统…………………33第八节运输系统…………………33第九节通讯系统…………………33第七章灾害预防及避灾路线………34第八章安全技术措施………………35第一节施工准备…………………35第二节“一通三防”管理………35第三节顶板管理…………………38第四节爆破管理…………………39第五节机电管理…………………43第六节防治水管理…………………44第七节运输管理………………44第八节特殊措施…………………54第九章安全制度…………………60安全技术风险评价七采十一层矸石仓简介七采十一层矸石仓自七采十一层运输下山C24点，方位0.3m，点后6.3m（平距）处挂线，为矸石仓中心线，刷宽施工矸石仓，矸石仓全长14米。一、技术风险评价(一)水危险因素：无评价人：年月日(二)火危险因素：1、机电设备失爆。2、机电设备过热。3、耙装机耙装时钢丝绳与回头轮、导绳轮摩擦产生火花。4、定炮时,不按规定进行封泥,放炮产生爆燃引起火。5、煤层发生自燃，引起火灾。(三)瓦斯危险因素：1、未对局扇定期检查，无计划停风，停风后未按规定开启风机。2、煤仓扩孔时，堵塞仓口，造成瓦斯积聚。(四)煤尘危险因素：1、工作面干打眼时出现粉尘，造成粉尘积聚。2、放炮前后不洒尘，造成粉尘积聚。3、耙装时出现煤尘，造成粉尘积聚。4、运输时以及平时通风情况下吹起粉尘，造成粉尘堆积或空气中粉尘浓度超规定。5、工作面粉尘超过规定，影响施工人员健康。(五)爆炸危险因素：1、定炮时不正规操作，放炮后，哑炮、丢炮、残药的处理不当，造成爆炸事故。2、打眼时，不打注水眼，放炮时，造成煤尘大，以及放炮前、后，耙装时未洒水灭尘，造成粉尘飞扬，造成爆炸事故。3、放炮不正规操作,不按规定制作引药、联线、导通、运输或储存炸药、雷管,引起炸药爆炸伤人事故.评价人：年月日(六)顶板危险因素：1、煤仓刷宽时，空帮距离超过规定，不及时摘除危岩悬矸，造成片帮伤人事故。2、煤仓施工时，上仓口盖未盖好，上仓口有活矸及闲杂物料，不慎掉入煤仓造成伤人事故。3、卸载硐室放炮后巷道空顶大，临时支护不及时，造成冒顶事故。4、巷道支护材料不合格、支护强度不够造成冒顶事故。评价人：年月日(七)提升运输危险因素：1、人工推车1）在轨道坡度大于7‰线路上推车，造成飞车。2）一次推2辆及以上矿车，造成矿车失控。3）推车间距小于规定距离，造成矿车撞人。4）道心有人时推车，造成撞人。5）影响视线时，没有提前发出警号，造成矿车撞人。6）人员推车进入架空线，造成事故。7）人工推车时，两道风门同时打开，造成风流短路。2、斜巷提升1）绞车固定不合格，造成跑车。2）绞车闸不合格，造成跑车。3）信号不完好时，造成绞车误开、停车事故。4）行车行人，造成矿车掉道或跑车伤人事故。5）挡车设施未安装，或不完好不灵敏开车，造成跑车事故。6）钢丝绳断丝超限，或联接装置不合格开车，造成跑车事故。7）保险绳绳未挂好提升，造成矿车掉道或跑车事故。8）绞车有空绳时放车，造成矿车掉道或跑车事故。9）下山提升不使用车尾，造成跑车事故。3、矿车掉道1）处理矿车掉道时，没有班组长和安监员或工区盯岗人员。2）矿车复位前没有对绞车信号、绞车固定及钢丝绳进行检查，不完好造成跑车伤人。3）复轨不使用车尾，造成跑车伤人事故。4）矿车复位后，轨道、钢丝绳、挡车设施不完好提升，造成跑车伤人。5）不撤离提升巷道内人员打点提升，不按规定信号打点提升，造成伤人。6）复轨时不进行敲帮问顶，造成矸石冒落伤人。7）复轨人员站在矿车两侧，造成矿车歪斜挤人。评价人：年月日（八）机电危险因素：1、设备点检不点检、不认真，造成机电事故。2、设备维修不及时，造成机电事故影响生产。3、非维修人员操作电器设备，造成触电伤人事故。4、检修或搬迁设备时，不执行“停、送电”制度，造成事故。5、电器保护失效，造成触电伤人事故。6、扩孔时电缆、风水管保护不好,造成事故。评价人：年月日(九)施工工艺危险因素：1、不及时敲帮问顶摘除迎头围岩、活矸造成冒矸伤人事故。2、打眼钎子折断伤人。3、毛巾、袖口未扎好绞进钎子造成事故的。4、不按规定装配引药、雷管脚线不扭结使用的、雷管不放在专用木箱内、引起爆炸事故。5、放炮前后不洒水灭尘造成事故的。6、耙装机耙装时耙斗行程内有人的。7、耙装机未安设挡绳栏,造成矸石、耙斗出槽伤人的。8、支护强度、质量不合格造成事故的。9、保险绳、保险带损坏。10、下仓口耙装时，未拉绳警戒，人员进入耙斗运行范围，造成事故的。11、煤仓施工时，上仓口未盖好，上仓口有活矸及闲杂物料，不慎掉入煤仓造成伤人事故。12、刷宽时，施工人员掉入卸矸孔。评价人：年月日二、管理风险评价(一)施工单位的组织机构组织机构健全。工区管理7人（区长1人，书记1人，副区长四人，技术员1人）区长：刘其路，大专文凭，从事掘进技术管理20年。书记：冀慎利，大专文凭，从事技术管理10年。技术员：张建宗，大专文凭，从事技术管理6年。副区长：两名大专，两名高中，从事掘进管理6年以上。七采十一层矸石仓施工区队为掘进二区三队,班组成员有45人（正组长3人，副组长6人，组员36人），技师1人，大专4人、中专4人，高中20人，初中16人。组织机构健全。(二)管理制度危险因素：1、盯岗人员有时不现场交接班。2、上一班的问题没有向下一班交代清出。(三)规程措施贯彻执行危险因素：1、个别职工没有接受规程措施的传达。2、个别职工没有理解规程措施。3、现场操作与规程措施不符。三、施工人员素质评价危险因素：1、20％的人员从事掘进工作少于5年,操作技能低。2、个别职工安全意识差.评价人：年月日第一章概况第一节概述一、巷道名称：七采十一层矸石仓二、掘进目的及巷道用途掘进目的：服务于七采十一层开采时矸石的转载。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：煤仓为15米。服务年限：3年。四、预计开、竣工时间煤仓自2012年12月开工，预计2013年1月竣工。第二节编写依据

一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为《-250m水平七采区十一层煤开采设计说明书》，批准时间为2011年6月10日。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为《七采十一层矸石仓地质说明书》，批准时间为2012年11月26日。三、矿压观测资料根据七采十一层回风巷及七采十一层运输下山施工矿压观测，该巷施工时压力较稳定。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七采十一层矸石仓地面位置位于运舟湖村西南，地面标高为+202.60m，地势较平坦,井下位置位于-250（皮带井）暗斜井保护煤柱以内，南部为F4断层。地面相对位置及邻近采区开采情况表表一水平名称-250水平采区名称七采区地面标高+202.6m井下标高-341.5～-356.5地面的相对位置及建筑物该巷地面位置位于运舟湖村西南，地势较平坦,地表为农田。井下位置及掘进对地面设施的影响该巷井下位置位于-250（皮带井）暗斜井保护煤柱以内，南部为F4断层。地表为农田，无建筑物及其它设施，开采对地表无较大影响。邻近采区开采情况施工区段位于-250皮带暗斜井保护煤柱内，周边无采掘工作面。走向103-1760倾向193-2660长度(m)15第二节煤(岩)层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距：1、煤（岩）层产状煤11，煤质以亮煤为主，煤厚1.55～1.97m，平均1.7m左右，煤层中部偏上夹有一层稳定的0.07m的高岭土夹矸，煤层沉积稳定，连续性好。上距六层煤平均约92.46m，下距13层煤平均约36.9m2、煤层顶底板岩性煤11顶板：其伪顶为砂质页岩，厚0.07m，灰色，泥质胶结，含炭质，节理发育，裂隙充填方解石脉。直接顶板为粉砂岩厚度4.5m，灰色，钙泥质胶结，呈块状，结构致密，硬度较大，粒度由下至上变粗，底部有暗红色条纹，节理方向为东南至西北方向。老顶为细砂岩厚8.67m，灰色细砂岩与灰黑色粉砂岩相间，层理明显，硬度中等，钙泥质胶结，由下向上呈渐变过渡。煤11底板：直接底板为粘土岩，厚0.08m，灰白色，遇水易膨胀，变软，俗称“狗皮泥”，老底为粉砂岩，厚6.0m，深灰色，致密，性脆，节理、解理发育，水平层理，硬度中等。二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数根据2012年度瓦斯鉴定结果，-250水平11层煤瓦斯绝对涌出量为0.49m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min。该煤层有自燃发火倾向，属于二类自燃，煤尘爆炸指数40.74％，最短自燃发火期为57天，但无发火史。第三节地质构造预计七采十一层矸石仓掘进施工不会揭露地质构造。预计煤仓开门位置岩性为粉砂岩，预计掘进9.7m后在细砂岩中掘进。掘进15m与七采十一层运输下山掘透。第四节水文地质1、地表情况：该巷道地面相对位置位于运舟湖村西南，无河流及积水区，地势平坦，水文地质条件简单。煤系上部第三系红色粘土岩在该区厚150米以上，不含水，也不导水，经开采证实，大气降水和地下潜水对该巷施工无水害威胁。2、老空水七采十一层矸石仓掘进施工区段位于-250皮带暗斜井保护煤柱内，不存在老空积水。3、断层水七采十一层矸石仓施工区段南部为F4及F4-8断层，经七采采掘工程实际揭露证实，两条断层不含水也不导水。4、承压水及含水层区内含水层：区内主要含水层有四灰、徐草灰、奥灰（1）四灰：为13层煤直接顶板，厚度平均6.9m，位于太原组下部，上距十一层煤37.5m左右，下距十五层煤15.0m左右，岩性呈深灰色，上部质不纯，夹有泥质，有时显水平层理，中部质纯致密坚硬，中下部夹有1～2层燧石。在中上部常见有海百合茎和腕足类化石。裂隙和小溶洞较发育，但多被方解石充填，层位较稳定，全区普遍发育。正常条件下q=0.0013～0（2）徐草灰：徐灰厚5.5米，草灰厚11.0米，中间有2～10米的粘土岩相隔，可视为一综合含水层，距13层煤底板36米。随着放水孔的增加，水压会逐渐下降，具备疏水降压条件。水质属硫酸钾钠型水。埋深-278.7m～-284m。通过疏水降压，目前六采下山区徐草灰水位-310m（12徐1水压为0.55Mpa，钻孔标高为-365m）。（3）奥灰：是煤系地层基底，厚800米左右，上距13层煤底板平均68.8米，q=0.0266～0.2391L/S.m，K=0.0532～2.9426m，r=64～4000m，富水性中等至较强，水质属硫酸钾钠钙型。以静水为主，由于断裂构造的导水作用。奥灰水是四灰、徐草灰的主要补给水源，是采区充水的主要因素。埋深-311.5m～-316.8m，目前水位标高-272m（4）掘进巷道底板隔水层的安全水压：P=2KpEQ\F(t2,L2)+rt式中：P――底板隔水层能够承受的安全水压（MPa）t——隔水层厚度（m），巷道施工最低标高至奥灰，取114m.巷道施工最低标高至徐灰取82m.L——巷道宽度（m），取4.0mr——底板隔水层的平均重度（MN/m3），取2.5Kp——底板隔水层的平均抗张强度（MPa），取0.8针对徐灰，经计算，巷道底板隔水层的安全水压为877.4MPa针对奥灰，经计算，巷道底板隔水层的安全水压为1584.6MPa目前徐草灰水位为-310m，本次掘进巷道最低底板标高为-356.5m，水压值为（356.5-310=46.5）0.465MPa，低于安全水压877.4MPa，在正常情况下施工七采十一层矸石仓时不受徐草灰水害威胁。目前奥灰水位为-272m，本次掘进巷道最低底板标高为-356.5m，水压值为（356.5-272=84.5）0.845MPa，低于安全水压1584.6MPa，在正常情况下施工七采十一层矸石仓不受奥灰水害威胁。综合分析，七采十一层矸石仓掘进施工时不受底板承压水影响。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置七采十一层矸石仓自七采十一层运输下山C24点，方位0.3m，点后6.3m（平距）处挂线，为矸石仓中心线，刷宽施工矸石仓，矸石仓全长14米。附：巷道平面布置图（1：2000）巷道剖面图（A-A剖面1：100）（B-B剖面1：100）地质剖面图（1：200）第二节支护设计一、巷道断面煤仓采用圆形断面，锚网梁喷支护，S荒=13.85m²；S净=12.56m²。二、支护方式永久支护：上仓口1.0米高度范围内采用锚杆、金属菱形网、组合梁配混凝土做永久支护，锚杆采用Ф20×2000mm的全螺纹钢等强锚杆，锚杆间排距700×700mm，锚固力不低于100KN，锚杆安装完毕后，锚杆外露400mm砌入混凝土中。铁托盘规格Ф120×10mm。钢筋组合梁使用Ф14mm的螺纹钢焊制，规格：长×宽＝3000×80mm。混凝土厚0.5米。配比为水泥：沙：石子=1：2：2。仓身采用锚网梁喷做永久支护，采用Ф20×2000mm的全螺纹钢等强锚杆配梯子梁压金属菱形网支护，锚杆间排距700×700mm，菱形布置，十字花压梯子梁，打设锚杆距刷宽仓身不超过1.0m，锚固力不低于100KN，铁托盘规格Ф120×10mm，梯子梁规格2200×80mm，金属菱形网采用10＃铁丝编制，网格70×70mm，网与网之间扭结紧密。初喷厚度30mm，复喷厚度70mm，喷浆总厚度100mm，复喷距刷宽仓身不大于2米下仓口采用拱形棚支护做支架，密背水泥背板，预留连接筒位置，浇注混凝土做永久支护。下仓口锥形体部分采用8根18kg/m的钢轨均匀摆放后，浇注混凝土做永久支护,混凝土厚0.5m，配比为水泥：沙：石子=1：2：2。装载硐室两帮锚网梁喷后垒砌料石支护，顶板采用8根矿用11#工字钢密背水泥背板支护，工字钢与料石墙的搭接长度为400mm。锚杆采用Ф20×2000mm的全螺纹钢等强锚杆配梯子梁压金属菱形网支护，锚杆间排距800×800mm，锚固力不低于100KN，铁托盘规格Ф120×10mm，金属菱形网使用10＃铁丝编制，网格70×70mm，网与网之间扭结紧密，钢筋组合梁使用Ф14mm的螺纹钢焊制。喷厚50㎜。料石墙基础：深×宽=300×600mm，料石墙宽400mm。临时支护:采用初喷做临时支护，放炮后用长柄工具摘除危岩悬矸,立即进行初喷，初喷厚度30mm，初凝20分钟后方可允许人员进入迎头工作。严格按照设计及施工大样图进行施工。三、光爆标准：1、打眼前，先标定好眼位。2、钻出的眼孔要做到准、平、直、齐，为防止超欠挖，帮眼、周边眼的外插和上爬不得超过3度，不得向内插和下载。周边眼的方向要与巷道轴线方向一致。3、打眼时，坚持打炮眼做导向眼，并插好炮棍做其它炮眼的导向，坚持定人、定钻、定眼、定位、定责。4、超挖尺寸不得大于150mm，欠挖尺寸不得超过质量标准要求。即巷道高度：欠挖应小于30mm；巷道宽度：欠挖应小于50mm。5、眼痕率达到50％以上。6、岩面上不应有明显的炮眼裂缝。7、严格按爆破说明书及炮眼布置图中的规定进行装药、放炮。四、煤仓通道工程质量标准基

本

项

目检验项目设计要求标准规定检验部位类别优良煤仓净宽4.0m主要(中线至任一帮)0～+100帮锚固力100KN合格：最低值不小于设计的90%

优良：最低值符合设计值

注：锚索抽查施工记录帮喷层厚度100mm合格：最低值不小于设计的90%

优良：最低值符合设计值帮锚杆、锚索的安装合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，锚杆附件基本齐全有效，不松动，锚杆预紧力不小于设计值的90%

优良：安装牢固，托板紧贴壁面，锚杆附件齐全有效，未接触部位楔紧，锚杆预紧力最低值符合设计值帮网梁的压接质量合格：搭接压茬（绑扎）良好，网梁基本紧贴壁面，不松动

优良：搭接压茬（绑扎）良好，网梁紧贴壁面，无空帮、空顶帮允

许

偏

差

项

目间排距-100～+100mm合格：70%及以上实测值在允许偏差范围内，其余不影响安全使用。

优良：90%及以上实测值在允许偏差范围内，其余不影响安全使用。

锚杆、锚索角度与井巷轮廓线的角度或岩层层理夹角≥75度锚杆锚索孔深度0～+200mm表面质量平整密实，墙无明显裸露，1m范围内凸凹≤50mm

锚杆外露长度+15～+50mm锚索外露长度+150～+350mm基础深度符合设计要求并做到实底，局部（连续长度不超过1m）不小于设计10%质

量

保

证

资

料检验项目质量情况支护材料试验报告或合格证混凝土强度试验报告检

验

结

果基本项目检查项，其中优良项，优良率%允许偏

差项目实测点,其中合格点，合格率%，优良点，优良率%质量保

证项目检查项，其中项合格项优良附：巷道支护断面图、临时支护断面图及说明。第三节支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用20MnSi钢制成的等强度螺纹钢锚杆，规格为Ф20×2000mm，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，梯子梁采用Ф14mm的螺纹钢制作，钢筋梯子梁规格：Ф2200×80mm，铁托盘规格Ф120×10mm，铁托盘采用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂规格为Ф28×330mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSZ2833，每根锚杆岩层锚固力不小于100KN，预紧力不小于400N.m。2、钢网采用10#铁丝编制的金属菱形网，网孔规格：长×宽=70×70mm。3、喷浆用料：喷射沙浆必须使用标号不低于425#水泥，沙为纯净的河沙，含泥量按重量计算不大于3%，并要进行过筛处理。石硝直径为2-6mm，颗粒大小均匀。喷设混凝土配比为水泥：沙：石硝=1：2：2。速凝剂型号为J85型，质量符合标准要求，每批有出厂合格证，过期失效速凝剂禁止使用，掺入量为水泥重量的4%，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。4、上下仓口浇注混凝土用料：使用标号不低于425#水泥，沙为纯净的河沙，含泥量按重量计算不大于3%，并要进行过筛处理。石子直径为30-45mm，颗粒大小均匀。混凝土浇注施工时，其配比为水泥：沙：石子=1：2：2。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中心线严格检查煤仓断面规格，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15º。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。2、安装锚杆安装前，使用扫眼器将眼孔内的积水、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，用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽，开动风煤钻，使风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，方可撤去风煤钻，搅拌旋转15-30秒后，卸下螺帽，挂好网，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400N·m。三、喷射沙浆1、准备工作①检查锚杆安装和菱形网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。②清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求喷射顺序为：自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8～1.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙、石硝应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿沙浆无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少。开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。4、喷射质量喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。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。第四章施工工艺施工方法1、首先按由外向里的顺序，对矸石仓上下仓口前后各10m范围内的支护进行检查，如有危岩活矸，要及时摘除，然后进行扩孔，扩孔时，将下仓口附近的各种管路、电缆用废旧皮带或板枇掩护好，防止放炮打坏，确认安全后，方可开始施工。2、矸石仓施工时分四部进行：（1）由通修工区按钻孔布置图的要求按从上到下的顺序钻五个钻孔。（2）按从下到上的顺序进行爆破，将钻孔中间的岩柱放掉，并扩孔到0.8m。（3）矸石仓采用光面爆破法施工，按测量科给定的“十”字中线，刷大上仓口，距上仓口1.2m时，在上仓口浇注厚0.5m、高为1.0m的混凝土墙，混凝土墙洒水养护7天，每班洒水一次；洒水养护期间施工下仓口，下仓口及卸载峒室采用两帮锚网梁喷支护后垒砌料石墙配工字钢支护。（4）按测量科给定的“十”字中线，自上到下刷大到规定断面，同时进行永久支护。仓身采用锚网梁喷支护，下仓口锥形部分浇注混凝土。第二节凿岩方式（1）打眼机具：采用7665M型风钻配Ф22mm中空六棱钻杆Ф32mm柱齿钻头湿式打眼。（2）施工前的准备工作：将风水管拉至迎头，接好钻并试运转，打眼前根据中腰线及断面图画出巷道轮廓线，然后按炮眼布置图点好眼位，确定好眼深。眼深、眼位必须符合规定。（3）打眼方法：打眼时打眼工要定人、定钻、定眼、定位、定责，钻进的方向、角度符合规定。（4）降尘方法采用湿式打眼、定炮使用水炮泥、耙装前洒水、煤层短壁注水、爆破喷雾、爆破前后冲刷岩帮、放炮时打开水幕、降尘网等综合防尘措施。第三节爆破作业炸药：煤矿许用水胶炸药爆破，炸药规格：直径为ф27mm；长度为400mm；质量为：0.3Kg/支。雷管：毫秒延期电雷管引爆装药结构：采用正向定炮起爆方式：矿用MFB-100B型闭锁式起爆器，一次定炮一次起爆。连线方式：串联连线。附：炮眼布置三视图、爆破说明书、装药结构示意图装药结构示意图 第四节装、运岩（煤）方式一、装岩（煤）方式施工中采用P-30B型耙斗式耙装机装岩，耙装机固定在七采十一层运输下山矸石仓下口以上10米处（及七采十一层矸石仓通道开门处），耙装机尾轮挂在固定楔上，固定楔固定在两帮或顶板上，固定楔长度为600～800mm，固定楔的孔深度不小于400mm，眼距不小于1m。耙装机除采用四副卡轨器固定，耙装机机身上方安设全封闭挡绳栏，前方设照明装置。耙装机每班设专人检查，检查记录齐全，以备检查。二、运输方式 矸石仓施工中，矸石由矸石仓中心孔卸至七采十一层矸石仓通道内，下仓口采用耙装机耙装矿车运输，人工推车至七采十一层轨道下山下车场，再采用上部JD–55kw绞车提升3辆1吨矿车运输，再用人工推车运输至架线处，由电机车运输。施工过程中使用七采十一层运输下山55KW绞车下放物料。绞车用4根锚杆固定，所用锚杆Φ20×2000mm，锚固长度0.7米，锚深不小于1.6米，每根锚杆锚固力不小于130KN/根。管线敷设矸石仓施工时所敷设的风水管路不得出现漏风、漏水现象，要随工作面前进及时延长，迎头水管采用12.5mm高压胶管，风管采用19mm高压胶管，距矸石仓100m第六节设备及工具配备（图表）序号名称规格型号单位数量备注1局扇2BKJ-NO.5.6-2×11kw台1主机2BKJ-NO.5.6-2×11kw台1副机2耙装机P-30B台13风煤钻ZMS-60部14风钻7665M型部25风钻钎子2.2米、1.8米、1.2米根长短各2根6气扳机部17喷浆机P-5部18绞车JD—25KW、JD—55KW部各1部9手镐把210大锤把211耙子把312铁锨张313放炮器MFB-100B台114监测分站KJ76N-F套115瓦斯传感器GJC4套216风筒状态传感器GFT20套117设备开停传感器GKT5L套218馈电传感器GKT127-V套119瓦检器JJZ3501台520雷管箱个1加锁21炸药箱个1加锁22炮头盒个123炮泥盒个124水炮泥盒个1说明：其它可根据需要由井上领取。第五章劳动组织及主要技术经济指标劳动组织采用正规循环作业方式，三八制作业，一班一循环，循环进尺为0.8米，日进尺2.4米。附：劳动组织配备表工种出勤人数备注一班二班三班小计打眼工2226放炮员为专职专责。其它各工种可兼职操作，但必须经过专业技术培训，合格后持证上岗。放炮工1113耙装机司机1113支护工2226推车工兼兼兼信把工2226喷浆工兼兼兼机电维修工兼兼兼瓦检员兼兼兼防尘员兼兼兼拌料工兼兼兼喷浆机司机兼兼兼绞车司机2226队长1113合计11111133定编定员：按照上级文件要求，每班下井人数不得超过12人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：正规循环作业图表第三节主要技术经济指标序号项目单位数量半煤巷全岩煤巷1巷道总长度米142在册人数人453出勤率％804循环进度米0.85每班循环次数个16日循环次数个37日进度米2.48月进度米9效率米／工0.0610坑木消耗M3/m0.00611炸药消耗Kg/m20.2512雷管消耗发/m6813炮泥消耗Kg/m8014水炮泥袋消耗个/m6815锚杆消耗套/m2716树脂锚固剂消耗个/m5417锚索消耗根/m18W钢带消耗Kg/m19钢梁消耗Kg/m20塑料网消耗m2/m21金属网消耗m2/m14.522铁棚消耗Kg/m23背板消耗块/m24水泥消耗Kg/m101025沙子消耗m3/m1.926石子消耗m3/m0.327速凝剂消耗Kg/m40.428风钻消耗部/百米0.429风钻钎子消耗根/m0.2530风钻钻头消耗个/m0.2531风煤钻消耗部/百米32风煤钻钎子消耗根/m33风煤钻钻头消耗个/m34风水管消耗m/m各1米35风筒消耗米/百米10米36放炮母线消耗米/米1.5米37钢丝绳消耗米/百米38油脂消耗Kg/m0.5第六章生产系统通风系统一、通风系统（通风方式、局扇位置、风量计算、防尘措施）该巷采用局扇压入式供风，直径500mm阻燃式抗静电胶布风筒跟迎头，风筒口距迎头不超过10m。1、风量计算：⑴按瓦斯涌出量计算：Ｑ1=100q瓦×K=100×0.49×1.4=68.6（m3/min）；q－瓦斯绝对涌出量0.49m3/min,K:瓦斯涌出不均衡的风量系数,取1.4⑵按二氧化碳涌出量计算:Q2＝67·q·K=67×0.54×1.3=47m3/min；q－二氧化碳绝对涌出量0.54m3/min,K:二氧化碳涌出不均衡的风量系数,取1.3(3)按一次爆破使用炸药量计算：

Ｑ4＝10A＝10×16.2＝162（m3/min）

A一次爆破使用炸药量=4\*GB2⑷按局部通风机实际吸风量计算Q6=Q局吸×I+9×S=230×1+9×8.5=307m3/minQ局吸————局部通风机实际吸风量I————局部通风机台数S———局扇处断面以上风量计算最大值为162m3／min，所以取其中最大值162m3／min作为迎头的需要风量。2、迎头风量验算：⑴按人员数量验算：Ｑ≥4N=4×12=48m3/min，符合要求⑵按风速进行验算：验算最小风量：Ｑ≥60×0.15×S=60×0.15×13.85=125m3/min验算最大风量：Ｑ≤60×4×S=60×4×13.85=3324m3/min125m3/min≤162m3/min≤3324m3/min，符合要求2）取最大值307m3/min进行风量验算①按人员数量验算：Q≥4N=4×12=48m3/min②按风速进行验算：⑴验算最小风量：Q≥60×0.25×S=60×0.25×8.5=128m3/min⑵验算最大风量：Q≤60×4×S=60×4×8.5=2040m3/min128m3/min≤307m3/min≤2040m3/min因此七采十一层矸石仓通道迎头需要风量不小于162m3/min，局扇前巷道风量不小于307m3/min3、选择风筒，确定有效风量率选取直径为500mm的胶布风筒，采取双反边接头，根据对柔性风筒百米漏风率的要求，掘进巷道供风长度350米时的百米漏风率不大于3%，则P有效=89.5％。

4、计算局扇供风量

Q扇=Q/P有效=162÷60÷0.895=3.02(m3/s)

5、确定风筒的风阻

要求风筒吊挂良好，查表得百米风阻为5.52千缪，则350米长的风筒总风阻为19.32千缪。

6、计算局扇全风压

h扇全=R×Q扇×Q=19.32×3.02×2.17=126.6(毫米水柱)7、选择局扇

根据以上计算，主风机采用2BKJ-№5.6型2×11KW对旋型风机，备用风机采用2BKJ-№5.6型2×11KW对旋型风机，压入式通风，双风机双电源且来自不同变压器或并联回路，安装风电闭锁保护。二、局通风机安装地点和通风系统风机安装在七采十一层轨道下山索车等候室处。

通风路线：

新风：地面→副井→－115北大巷→-250矸石（皮带）暗斜井→七采十一层轨道下山→七采十一层轨道下山索车等候室→局扇乏风：迎头→七采十一层矸石仓通道→七采十一层回风巷→七采十一层运输下山→-250北石门→七采总回→北风井→地面附：通风系统示意图、局部通风机安装位置示意图供水施救系统防尘水源来自地面防尘水池。按照“六大系统”的要求分别用Ф108mm、Ф50mm铁管接至迎头，每50米设一个三通阀门，距迎头100米处安装一块水压表，保证水压、水量满足要求。在迎头外80米处安设供水施救装置，保证完好，随掘进前移。供水施救系统：地面→副井→－115北大巷→-250皮带暗斜井→-250北石门→七采十一层运输下山→迎头附：供水施救系统示意图第三节压风自救系统按照“六大系统”要求，必须完善供风管路。风源来自地面压风机房，自副井经井底车场→－115北大巷→-250皮带暗斜井→-250北石门→七采十一层运输下山→迎头，分别用Ф159mm、Ф108mm、Ф50mm铁管接至迎头，地面风压为0.78MPa,迎头风压最小为0.5MPa。在迎头外80米处安设压风自救装置，保证完好，随掘进前移。压风自救系统：地面压风机房→副井→－115北大巷→-250北石门→七采十一层运输下山→迎头压风量计算：两部风钻、一部风镐所需风量总和：3.2×2×1.2×1.15＝8.8m3/min附：压风自救系统示意图。第四节防灭火该巷掘进时防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。现场配齐防火沙及灭火器。防火水源来自地面净化水池，自副井经井底车场→－115北大巷→-250皮带暗斜井→-250北石门→七采十一层运输下山→迎头，分别用Ф108mm、Ф50mm铁管接至迎头。防火管路系统：地面→副井→－115北大巷→-250皮带暗斜井→-250北石门→七采十一层运输下山→迎头┌→供水水管├→巷道内水幕管├→见煤层短壁注水└→冲刷岩帮水管第五节安全监控系统一、甲烷传感器及监测系统的配备和使用：1、瓦斯监测分站安设在风机附近，其型号为：KJ76N-F型，使用MHYVR1×4×7/0.43电缆与传感器连接。2、根据AQ1029-2007煤矿安全监测系统及检测仪器使用管理规范要求：①在距掘进迎头不大于5m的巷道内安装甲烷传感器T1,在回风口10-15m范围内安设甲烷传感器T2。甲烷传感器必须垂直悬挂在巷道的上方，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。T1报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥0.8%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4，T2报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥0.8%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4，T1，T2断电范围都为掘进巷道内绞车、耙装机、信号等全部非本质安全型电器设备。②在距迎头30m范围内安设风筒状态传感器，型号GFT20，监测掘进工作面局部通风机风筒“有风”或“无风”状态。③在局部通风机负荷侧电缆上安设设备开停传感器。型号为：GKT5L监测掘进工作面局部通风机的“开”与“停”的工作状态。④在掘进工作面甲烷传感器控制设备开关的负荷侧安设馈电传感器1台。型号为：GJC4,监测掘进工作面馈电开关或电磁启动器负荷侧有无电压。工作面安全监空设备情况表设备种类型号分站型号：KJ76N-F型传感器型号：GJC4(甲烷)×2，GKT5L（开停）×2，GFT20（风筒），GKT127-V（馈电）数量1台6台传感器安装位置甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。在距迎头30m范围内安设风筒状态传感器。在局部通风机负荷侧电缆上安设设备开停传感器。在掘进工作面安装甲烷传感器控制设备、开关的负荷侧安设馈电传感器。空制区域掘进巷道内全部非本质安全型电器设备报警浓度甲烷传感器T1≥0.8%CH4；T2≥0.8%CH4；断电浓度甲烷传感器T1≥0.8%CH4；T2≥0.8%CH4；复电浓度甲烷传感器T1＜0.8%CH4；T2＜0.8%CH4；信号电缆敷设要求采用MHYV1×4×7/0.43型电缆，用电缆钩吊挂，间距0.5米，严禁交叉电源电缆敷设要求采用U型电缆，悬挂整齐，用电缆钩吊挂，间距0.5米，严禁交叉5、甲烷传感器必须挂牌管理由专人进行维修，传感器每隔7天调校一次，确保灵敏可靠。6、当工作面瓦斯浓度超限甲烷传感器报警时，要按规定安排撤人，并及时汇报调度室和通风部门查明原因，进行处理。二、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、区长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，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0.8%）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。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范围内检查瓦斯气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。附：安全监测仪器仪表示意图第六节供电系统1、七采十一层矸石仓风机安装在七采十一层泵房变电所内，风机选用2台2BKJ-NO.5.6-2*11KW的对旋风机，一台主机、一台副机，功率分别为22KW，主供电线路配电点选用KBZ-400型开关，额定容量400A，控制风机选用QBZ-2*80型开关，额定容量80A，闭锁选用QBZ-200型开关，额定容量200A。2、七采十一层矸石仓风机采用双回路供电方式，主风机由-250中央变电所Z315-39#KBSG-315/6/0.69型干式变压器担负供电，二次额定电压为690V；副风机由-250中央变电所内Z315-81#KBSG-315/6/0.69型干式变压器担负供电，二次额定电压为690V。3、七采十一层矸石仓采用矿车提升运输；装备一部耙装机，一部绞车。耙装机选用P30型，功率30KW，控制开关选用QBZ-80型开关，额定容量80A；绞车选用JD-55型，功率55KW，控制开关选用QBZ-120N型开关，额定容量120A；4、风电闭锁处安装瓦斯断电仪，保证瓦斯超限时切断闭锁开关。序号设备型号容量（KW）台数总容量（KW）额定电压（V）额定电流（A）起动电流（A）1JD-555515566063.3366.92P303013066034.5200.132BKJ-NO.5.6-2*11KW2212266025.3146.7合计1075、七采十一层矸石仓负荷统计表：6、七采十一层矸石仓电缆设备的选择校验：Ig=（A）考虑供电距离远，电缆选用MY型70mm2电缆载流量为215配电点选用KBZ-400型馈电开关，满足要求。7、安装单位要严格按本设计，选择设备电缆、严格按图纸计算整定继电器保护值。8、供电图附后：第七节排水系统根据掘进地质说明书提供有关资料，七采十一层矸石仓施工时涌水量构成主要是风钻打眼水和防尘用水，不会对掘进造成影响。排水系统：七采十一层矸石仓→七采十一层石门→七采十一层水仓→七采十一层轨道下山→-250西大巷→-250水仓→-250皮带暗斜井→-115北大巷→中央泵房→地面。第八节运输系统排矸系统：七采十一层矸石仓→七采十一层运输下山→七采十一层运输下山上车场→-250西大巷→-250矸石暗斜井→-115北大巷→充填工作面运料系统：地面→副井→－115北大巷→-250矸石暗斜井→七采十一层轨道下山上车场→七采十一层轨道下山→七采十一层轨道下山下车场→七采十一层回风巷→七采十一层矸石仓通道→七采十一层矸石仓附：运输系统示意图。第九节通迅系统按照“六大系统”的要求在掘进迎头外信号室内安设程控电话，确保通讯路线距迎头不超过50米，随掘进及时前移。设施：程控电话位置：距迎头不超过50米。方式：井上下通过地面程控交换机与调度室及井上下各单位联系。要求：通话清晰，灵敏可靠。第七章灾害预防及避灾路线（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"一炮三检"并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，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5m处，风筒另一侧的位置，保持常开状态。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止打眼；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8％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0.5％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0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2％时，附近20m3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查。5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。（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、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m33、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。4、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。二、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应熟悉各避灾路线并按如下路线进行撤离；若迎头以外的其它地点发生灾情时，严格按照本矿应急救灾预案规定路线进行撤离。1、避水路线：迎头→七采十一层回风巷→七采十一层运输下山→七采十一层运输下山上车场→-250西大巷→-250皮带暗斜井→-115北大巷→井底车场→副井或（暗斜井→新斜井）→升井至地面。2、避火及有害气体避灾路线：迎头发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸及有害气体超限时撤离路线：迎头→七采十一层回风巷→七采十一层轨道下山下车场→七采十一层轨道下山→七采十一层轨道下山上车场→-250西大巷→-250皮带暗斜井→-115北大巷→井底车场→副井或（暗斜井→新斜井）→升井至地面。附：避灾路线图第八章安全技术措施第一节施工准备1、施工前，工区按已批准的作业规程由区长负责组织，技术员向工区管理人员、施工人员传达贯彻，让每个施工人员明确施工程序及质量要求，确保施工安全，工程优良。听取人员必须在作业规程上签字，做到人人皆知，管理人员要考试合格，不合格人员必须补考，补考合格后方可下井作业。2、施工前，地测部门必须标定好中腰线，严格按线施工。3、开门前，应提前按设计要求安装双风机双电源，接好风筒，将风水管接至开门地点，准备好各种支护材料。第二节“一通三防”管理一、通风管理（1）局扇必须安装双风机、双电源，每班安排兼职司机对局扇切换试验一次，做到自动切换，保证使用正常，并有记录，当班班组长、安监员必须在局扇切换记录本上签字；同时安装风电闭锁装置，由机电维修工每班检查一次，保证使用正常。当主风机停风后，能自动切断施工巷道内的所有电源并停止掘进巷道内的所有工作进行处理；备用风机只作临时供风用。局扇距底板高度在300mm以上，且局扇距回风口不得小于10米。（2）风筒吊挂应做到平直，无脱节、无破口，接头严密，逢环必挂，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，风筒距底板高度不低于1.2m，距顶板不小于0.2m，风筒口距迎头不得超过10米。（3）一台局部通风机只能向一个施工地点供风，严禁断开风筒。（4）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。（5）严格执行局部通风机安装及停电检修申请卡制度。局部通风机要有专人管理，并挂兼职司机牌，施工期间不得随便停开风机。如特殊情况必须停风时，必须填写《有计划停风报告单》，并提前通知迎头撤除人员，切断电源，在巷道口设置栅栏，并揭示警标。停风不得超过8小时，恢复通风前有专职瓦检员进行探查，当O2浓度不低于18%，CH4浓度不超过0.8%，CO2浓度不超过1.5%时，并且局扇及开关附近10米内CH4浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机；否则编制措施由救护队进行检查、排放瓦斯，符合规定后方可施工。（6）严禁出现无计划停风。局部通风机因检修、停电等原因停风时，由班组长组织停止工作，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，安排专人看管风机，禁止随意启动风机和人员进入停风区。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。恢复通风前的各项工作严格按照第5条规定执行。通风部门要组织有关人员进行分析，查明停风的原因。（7）局部通风机无计划停风，总工程师必须组织有关领导和部门负责人及时进行分析，并有记录。（8）施工时严格按《煤矿安全技术操作规程》“局扇通风机安装工”第1条至17条规定，“局扇通风机司机”第21条规定进行正规操作。（9）通修工区测风人员必须保证每旬测风一次，并将测量数据填入测风牌板内。（10）瓦斯检查员要重点检查迎头和车房瓦斯涌出及稳定变化情况，发现问题及时汇报工区或调度室，采取措施进行处理。二、防尘管理1、必须安设专门的防尘管路跟迎头，管路直径不小于50mm，距迎头1002、在煤仓下口以上10m范围内安设一道微动防尘水幕，在七采十一层矸石仓通道距煤仓上口30m范围内安设一道微动水幕，50m范围内安设一道净化水幕，水幕必须雾化全断面，并正常使用3、必须坚持湿式打眼，迎头打眼时应使用风钻。4、定炮时必须使用水炮泥，爆破前后必须对爆破地点30米范围内洒水灭尘，冲刷巷帮，并填写洒水记录；爆破前必须打开水幕。5、每天擦洗风筒、巷道洒尘一次，工作面严禁积尘。耙装前要先对巷道洒尘，在耙装过程中要边耙装边洒水。6、巷道施工时，必须按巷道断面尺寸，在七采十一层运输下山下仓口以上150m处安设一道降尘网，减少粉尘污染，净化职工工作环境。7、隔爆水槽距煤仓60～200米，水槽水量应满足200L/m2。每200m安设一组。8、水槽排间距应为1.2～3米，棚区长度20～40米。水棚距顶板、两帮间隙不小于100mm，高度要保持一致。隔爆设施吊挂、安装质量符合规定。9、隔爆设施必须每周检查一次，并有记录。10、隔爆水槽必须安设集中加水器，架子用S钩吊挂平直。三、防火管理1、任何人发现井下火灾，应视火灾性质、灾区和瓦斯情况和处理计划的规定，将所有可能受到火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。2、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须放在盖严的铁桶内，用过的润滑油、棉纱、布头和纸等必须放在盖严的铁桶内，并有专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将废油、剩油泼洒在井巷或峒室内。3、井下清洗风动工具时，必须在专门的峒室内，并使用不可燃性和无毒性洗涤剂。4、井下严禁用灯泡取暖。 5、风筒与电缆不得吊挂在同一侧。四、瓦斯管理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，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在施工地点5m范围内风筒的另一侧，并处于常开。2、巷道中瓦斯浓度达到0.8%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0.5％时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。巷道内，体积大于0.5m3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、瓦斯检查员要重点检查迎头和车房瓦斯涌出及稳定变化情况，发现问题及时汇报工区或调度室，采取措施进行处理。4、瓦斯监测分站及甲烷传感器的配备和使用：⑴瓦斯监测分站安设在风机附近，其型号为：KJ76N-F型，使用MHYVR1×4×7/0.43电缆与传感器连接。⑵根据AQ1029-2007煤矿安全监测系统及检测仪器使用管理规范要求：①在距掘进迎头不大于5m的巷道内安装瓦斯传感器T1。在回风口10-15m范围内安设甲烷传感器T2。甲烷传感器必须垂直悬挂在巷道的上方，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。T1报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥0.8%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4，T2报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥0.8%CH4，复电浓度为＜0.8%CH4，T1，T2断电范围都为掘进巷道内绞车、耙装机、喷浆机、除尘风机等全部非本质安全型电器设备。其型号为：GJC4。②在距迎头30m范围内安设风筒状态传感器，型号GFT20，监测掘进工作面局部通风机风筒“有风”或“无风”状态。③在局部通风机负荷侧电缆上安设设备开停传感器。型号为：GKT5L监测掘进工作面局部通风机的“开”与“停”的工作状态。④在掘进工作面瓦斯传感器控制设备开关的负荷侧安设馈电传感器1台。型号为：GKT18A,监测掘进工作面馈电开关或电磁启动器负荷侧有无电压。=5\*GB3⑤在皮带头滚筒下风侧10-15米处一氧化碳及烟雾传感器各1台。型号为：GJH1000(B)、GQT0.1(B)。5、瓦斯传感器必须挂牌管理由专人进行维修，传感器每隔7天调校一次，确保断电仪灵敏可靠。6、当工作面瓦斯浓度超限或瓦斯断电仪报警时，要按规定安排撤人，并及时汇报调度室和通风部门查明原因，进行处理。“一通三防”紧急情况停产撤人规定：（1）采掘工作面瓦斯异常涌出；（2）主要通风机或局部通风机停止运转；（3）安全检测、监控系统超限报警；（4）井下作业地点瓦斯、有害气体浓度超过规定；（5）有明火引燃易燃易爆气体危险的。第三节顶板管理1、严格执行敲帮问顶制度，班组长是第一责任人。在开工前及放炮后，进入施工地点后，由班组长负责对迎头的顶帮围岩及支护情况进行认真的检查，先使用长把工具敲帮问顶，摘掉顶帮危岩悬矸，每15分钟敲帮问顶一次，发现危险情况时必须立即采取措施进行处理，待安全后方可施工。2、巷道施工过程中发现顶板来压，巷道变形严重时，应立即撤出迎头所有施工人员至安全地点，采取措施处理，确认安全后方准人员进入巷道。3、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼定炮、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。4、打眼要有长短钎子配套，安装锚杆要使用专用工具、设备，并按要求操作。严禁锚杆穿皮,锚杆与顶板及巷道两帮轮廓线的夹角不小于75°，锚杆锚固力岩石内不小于100KN，锚杆预紧力不小于400N·m。5、敲帮问顶工作必须遵守下列规定：①敲帮问顶工作应有班组长及1名有经验的人员担任，班组长进行敲帮问顶、一人观察顶板和退路。敲帮问顶时应站在安全地点，观察人应站在敲帮问顶人员的侧后面，并保证退路畅通。②敲帮问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，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。③敲帮问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。④敲帮问顶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。6、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况，经紧好锚杆后方可在临时支护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。7、工作面严禁空顶作业，放炮后及时进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸。安装锚杆施工时，必须安专人进行监护，防止片帮伤人，打设锚杆距迎头不超过1.0m。8、喷体洒水养护，7天以内，每班洒水一次，7天以后，每天洒水一次，养护时间不少于28天。9、锚杆必须用力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。10、每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力岩石内达不到100KN的锚杆应当班补打，重新安装。11、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度30～50mm。12、安装锚杆只能使用风煤钻进行安装，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。13、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。14、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。15、施工时，必须按照作业规程规定采用初喷支护或其他临时支护形式，严禁空顶作业。其支护材料、结构形式、质量应符合作业规程规定。16、背帮背顶材料要紧贴围岩，不得松动或空帮空顶。顶部和两帮的背板应与巷道中线或腰线平行，其数量和位置应符合作业规程规定。梁腿接口处的两肩必须加楔打紧。17、底板是软岩(煤)时，要采取防止柱腿钻底的措施。在柱腿下加垫块时，其规格、材质必须符合作业规程要求。18、”单。第四节爆破管理1、爆破作业必须编制爆破作业说明书，说明书必须符合下列要求：(1)炮眼布置图必须标明掘进工作面的高度和打眼范围，炮眼及注水眼位置、个数、深度、角度及编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。(2)炮眼说明表必须说明炮眼的名称、深度、角度，使用的炸药、电雷管的品种，装药量，封泥长度，连线方法和起爆顺序。(3)爆破作业要求必须编入作业规程，并根据现场的实际情况及时修改补充。爆破工必须依照爆破作业说明书或补充措施进行爆破。2、爆破工必须持爆破工资格证、IC卡、领料单和领退记录本到药库领取炸药、雷管、水炮泥，并签字齐全。领退记录本上要分别注明雷管、炸药的种类、数量和水炮泥数量。3、井下爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破工必须经过专门培训，有两年以上采掘工龄的人员担任，并持有爆破合格证。4、必须使用符合要求的煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。煤矿许用炸药的选用应遵循下列规定：(1)低瓦斯矿井的煤层掘进工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药。(2)同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。(3)采掘工作面必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒电雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。5、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工本人或在爆破工监督下由其他人员运送。领取的炸药必须装在玻璃钢炸药箱内，雷管装在雷管盒内，并加锁。严禁将爆破材料装在衣袋内，领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。6、放炮员达到施工地点火药硐室后，必须对当天领取的爆炸物品及硐室存放的炸药再次清点核对。7、放炮员在做完炮头、定炮前、定炮后、放炮后对爆炸物品数量进行清点，做到领、用、退账目清晰，数目相符。安监员、班组长核实、签字。施工完毕，将剩余的雷管盒炸药及时退库。8、每次放炮前必须如实填写放炮时空卡并签字确认，不得相互代签，上井后交工区，工区将时空卡当天交通防科。井下爆破实行安监员全过程监空制度。9、当班剩余雷管、炸药由班组长、安监员清点核对，并在领退记录本上签字，退回药库，放炮员、库管员对退库雷管数量确认无误后，在退库记录本上签字然后上锁。10、携带爆破材料人员不得在交接班、人员集中的时间段沿井筒上下。11、炸药箱、雷管盒必须放在火药专用硐室内。火药专用硐室规格不小于宽×深×高=2000×1500×1800mm，距掘进工作面迎头拐弯巷道不小于75m，直线巷道不小于150m，不大于300m,且门锁齐全。火药专用硐室内配备炸药箱、雷管盒、专用炮头箱、炮泥箱、水炮泥箱、放炮器、放炮母线、炮棍、竹签、炮眼布置图、放炮制度、放炮员正规操作流程图、放炮员岗位作业标准等。火药专用硐室内严禁存放其他物品，在火药专用硐室附近，必须有灌装水炮泥的水针和不少于一天用量的炮泥。12、装配起爆药卷时，必须遵守以下规定：(1)装配起爆药卷必须由爆破工进行，不得由他人代替(2)必须在火药硐室内进行，严禁坐在炸药箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷的数量必须符合作业规程规定，并以当时当地需要数量为限。(3)装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，防折断脚线和损坏脚线绝缘层。(4)电雷管必须由药卷的顶部插入，严禁用电雷管代替竹、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。(5)电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将雷管脚线扭结成短路。(6)起爆药卷装配以后，必须清点数目，放在专用炮头箱内。13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：(1)掘进工作面的空顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定；(2)爆破地点20m范围内瓦斯浓度达到0.8%；(3)爆破地点20m范围以内。矿车、未清除的煤矸或其它物体阻塞巷道断面1/3以上；(4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著的瓦斯涌出、煤岩松软、透老空等情况；(5)掘进工作面风量不足；14、定炮前，爆破工必须对定炮附近20m范围内进行瓦斯检查，并将检查结果记录在册；防尘工负责对放炮地点30m15、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内的各药卷必须彼此密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。16、掘进工作面严禁定炮和其他工序同时作业。17、炮眼深度和炮眼的封泥应符合下列要求：(1)炮眼封眼必须使用水炮泥，水泡泥外剩余的炮眼要用粘土炮泥填满封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。(2)炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；特殊条件下需浅眼爆破必须制定安全措施报矿总工程师批准。(3)炮眼深度0.6～1m时，封泥