专用回风石门作业规程

目录第一部分编制概要 4第一节编制规定 4第二部分规程编制 8第一章概况 8第一节概述 8第二节编写依据 9第二章地面相对位置及地质情况 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）层赋存特性 11第三节地质构造 13第四节水文地质 14第三章巷道布置及支护说明 15第一节巷道布置 15第二节矿压观测 15第三节支护设计 16第四节支护工艺 17第四章施工工艺 22第一节施工方法 22第二节凿岩方式 22第三节爆破作业 23第四节装载与运送 25第五节管线及轨道敷设 25第六节设备及工具配备 26第五章生产系统 27第一节通风 27第二节压风 34第三节瓦斯防治 35第四节综合防尘 35第五节防灭火 36第六节安全监控 37第七节供电 38第八节排水 38第九节运送 38第十节照明、通信和信号 38第六章劳动组织及重要技术经济指标 40第一节劳动组织 40第二节作业循环 41第三节重要技术经济指标 42第七章安全技术措施 44第一节施工准备 44第二节一通三防 44第三节顶板 50第四节爆破 53第五节防治水 57第六节机电 58第七节运送 60第八节其他 62第八章灾害应急措施及避灾路线 63第一节灾害应急措施 63第二节避灾线路 65

第一部分编制概要第一节编制规定巷道施工规定(一)1480轨道石门作为60万吨/年一采区供风，行人专用，巷道设计长度150m，采用钻爆法施工。(二)巷道位于祥兴煤矿原祥兴井田（现一采区）范围内，按3‰正坡度施工，设计方位124°57′13″，其间会揭开多层煤，属于穿层石门巷道。(三)相关部门提供的图纸有，井上下对照图、60万吨/年初步设计、西冲祥兴煤矿资源储量核算报告、地质地形图、水文地质图。此作业规程附有以下图纸(一)巷道布置平面图、剖面图。(二)地层综合柱状图。(三)地质平面图、剖面图。(四)巷道支护断面图。(五)临时支护平面图、剖面图。(六)设备布置示意图，供电系统示意图。(七)炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。(八)通风系统示意图。(九)运送系统、排水系统、防尘系统示意图。(十)抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。(十一)避灾路线示意图。巷道布置原则此巷道在设计布置时充足考虑了工业广场、水文地质、经济等因素，并以安全、经济为原则来进行施工布置。掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号相关内容规定《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容;未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，在作业规程或施工措施中已明确规定。其它专项安全技术措施编制规定(一)专项安全投术措施，由施工单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。(二)编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件;要使安全技术专项措施符合工程设计文献的规定。(三)出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施并报矿总工程师进行审核。1·施工过程中忽然碰到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等;2·遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区;3·施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层;4·在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全;5·施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符;6·作业规程有关规定不具体或末涉及的内容;7·其他也许受到危害或威胁的施工现场。(四)安全技术专项措施编制的内容:1·施工方法、工艺、工序安排等;2·支护方式和支护材料;3·生产系统与原规程不同的，在措施中说明;4·工程的规格尺寸等，要有附图;5·其他与措施有关的内容。巷道贯通专项安全技术措施。(一)必须符合《煤矿安全规程》第一百零八条的规定。(二)工序安排，在掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20m前，只准从一个掘进工作面向前贯通，另一个工作面必须停止作业等。(三)工作面加强顶板支护的支护方式。(四)贯通前长探短掘，明确探眼的位置、角度、深度、数量，附三视图。(五)制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设施采用保护措施。(六)水、火瓦斯及有害气体的检查和解决办法。(七)贯通前通风，贯通后调风的方法，附贯通前后通风示意图。(八)有水患的巷道贯通，制定探水、放水、排水的办法。防止瓦斯突出专项安全技术措施（另行编制区域和局部防突措施，并涉及以下内容）(一)煤与瓦斯突出的预兆。(二)防突措施的选定。(三)注水措施技术参数。(四)预测指标和临界值的选定。(五)预测方法。(六)操作规定。(七)安全防护措施及防止灾害扩大的措施。出现下列情况之一时必须重新编写作业规程(一)地质条件和围岩有较大变化。(二)改变了原巷道规格和支护形式。(三)改变了原施工工艺和重要工序安排。(四)原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。

第二部分规程编制第一章概况第一节概述巷道情况工程名称1480轨道石门设计长度（m）150巷道与煤层位置简述该巷道与煤层基本为90°相交，按3‰正坡施工，根据钻孔分析预计穿过8层煤（9、10、12-1、12-2、17-1、17-2、18、20），煤层倾角36°～55°之间，重要是石门揭煤，煤层较多，应注意超前支护及防突工作。用途作为60万吨/年新井一采区通风，行人专用煤岩别岩巷、半煤巷施工规定（误差）中心（边线）左100mm右100mm施工起点标高+1489.6m腰线上50mm下50mm中/腰线中/腰线方位角124°57′13″坡度3‰掘进工程量（m）150支护方式U型棚喷净高3.2m净断面11m2装运方式工作面使用SGB40T型刮板运送机配合1.1m3矿车使用1.6m矿用提高绞车。净宽4.0m掘进断面12.8m2墙高1.2m服务年限8年预计开工时间2023.7.5预计竣工时间2023.10.10通风方式2*22kw局部通风机压入式通风所需风量所需设备风动凿岩机3台、绞车1台、风动防突钻机3台、风镐5台、液压锚杆机1台、气动锚杆机1台、局部通风机2台、潜水泵2台、开关4台。施工中的特殊技术规定、需要重点说明的问题在施工中如遇地质破碎带，巷道支护压力大的时候立即报告矿总工程师，采用其它加固措施或更换支护方式。在施工中严格执行探放水以及防突工作，特别是上部原采空区积水应加强注意。巷道布置平面图（附图一）第二节编写依据通过审批的设计及其批准时间等根据《盘县西冲镇大湾祥兴煤矿（整合）初步设计》相关资料进行编写;根据《盘县西冲镇大湾祥兴煤矿资源储量核算报告》相关资料进行编写;根据《煤矿安全规程》相关规定进行编写;根据《防治煤与瓦斯突出规定》相关内容进行编写;根据《煤矿防治水》相关规定进行编写;根据《贵州煤矿安全质量标准化》相关规定进行编写;根据《煤矿安全技术操作规程》相关内容进行编写;根据《防突设计》相关内容进行编写;根据《防灭火设计》相关内容进行编写;根据《2023年瓦斯与二氧化碳鉴定报告》相关内容进行编写。地质说明书根据初步设计方案本巷道需穿越的地层为第四系（Q）、二叠系上统宣威组（P3xn）,所穿越地层,多为灰～深灰色粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层，坚硬限度：极软岩～较硬岩，基本质量等级为Ⅲ～Ⅳ类。二叠系上统宣威组（P3xn）为矿区直接充水岩层，含裂隙水，为弱含水层。矿压观测资料根据初步设计方案相关内容，巷道在过煤层以及地质破碎带期间应加强对矿压的观测，重要观测手段为钢尺测量巷道宽、高、拱距，巷道变形量达10%以上则进行修复。其他技术规定根据巷道坡度、方位安装矿用激光指向仪，严格按方位及坡度控制。在采用锚网索支护时托盘及锚网必须紧贴煤岩面，严禁出现空帮空顶现象，锚杆必须使用￠20mm右旋全螺纹等强度锚杆，不得使用其它型号类型的锚杆，严禁超挖及欠挖，假如超挖必须使用矸石背帮或喷填，严禁使用木质材料进行填充。

第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况根据调查以及井上下对照图，巷道上方地面最高+1775m，最低+1745m，在整个12专用回风石门上方无任何路桥、建筑及设施，地表为山地类型，有部分山地覆盖。在此巷道上方有7#，9#采空区，已知最低标高在+1531.5m，与现掘进工作面同一标高，各采空均已所有垮落，并设立密闭及反水池，根据钻孔资料分析，无采空积水情况。在巷道掘进范围内无地下承压水及地下泾流，仅断层导水以及裂隙水对施工影响较大，在雨季时降水量大，通过裂隙有部分地表水渗入井下，对施工影响较大的重要是探放水以及排水工作，但影响不大。在12专用回风石门左侧24m平行位置有一条已施工结束的巷道（一采区11运送石门），施工至163.5m时从现一采区轨道斜井上方穿过（垂高23.9m），施工至200m时从现一采区主斜井上方穿过（垂高19.5m），再按83°45′10″施工17m与一采区回风上山贯穿。在开口时由7#煤层往20#煤层施工，施工至18m位置时预计会碰到9#煤层，30.9m位置预计揭10#煤层，68.2m位置预计揭12-1#煤层，78.9m位置预计揭12-2#煤层，96.9m位置预计揭17-1#煤层，107.9m位置预计揭17-2#煤层，130.9m位置预计揭18#煤层，143.9m位置预计揭20#煤层，所有煤层倾角36°～55°，煤层走向在211°～235°之间。原祥兴煤矿老采空区9#曾经发生过自燃情况，在施工时应注意与原采空区贯穿后立即喷注浆进行封闭，防止原采空区自燃。因距离11运送石门近，此巷施工正在巷道应力集中区域内，注意巷道临时支护，加强找顶工作及工程质量，防止巷道因地压而变形严重。第二节煤（岩）层赋存特性在掘进期间会穿过9、10、12-1、12-2、17-1、17-2、18、20共8层煤。所有煤种的硬度均在1.8~2.4之间。9号煤为2～3m左右的片状煤，煤层顶底板岩性均为粉砂质泥岩。10号煤层厚度稳定，一般1.00m左右。该煤层顶板为黑色泥岩；底板为粉砂质泥岩。上距9号煤层18m左右。12-1号煤矿区全区可采，煤层较稳定，煤层厚度1.20～2.00m左右。该煤层顶板灰色泥质粉砂岩；底板为粉砂岩。上距10号煤层26m左右。12-2号煤在本矿区内厚度变化较大，煤层厚度1.20～2.60m左右，该煤层顶板为粉砂岩；底板为粉砂质泥岩。上距12-1号煤层10m左右。17-1号煤在矿区内煤层厚度变化大，局部不可采，煤层厚度一般为2.00～2.50m左右。该煤层顶板为泥岩、细砂岩；底板为细砂岩。上距12-2号煤层25m左右。17-2号煤层厚度变化较大，本矿区内煤层厚度一般为1.40m左右。该煤层顶、底板均为粉砂质泥岩。上距17-1号煤层8m左右。18号煤层厚度变化大，一般都可采。煤层厚度一般为1.10～2.30m左右。受断层影响矿区南部分叉层数较多，煤层结构复杂。煤层顶板为泥岩；底板为粉砂岩。上距17-2号煤层20m左右。20号煤层厚度变化大，煤层结构复杂，煤层厚度一般为0.80～1.50m左右。煤层顶板为粉砂质泥岩；底板为细砂岩。上距18号煤层10m根据2023年瓦斯与二氧化碳鉴定绝对瓦斯涌出量为2.79m3/min，相对瓦斯涌出量为20.10m3/t，矿井在基建期间不能准确的反映其瓦斯量，但经主、副斜井掘进期间瓦斯量估计在煤巷掘进期间绝对瓦斯涌出量在2～3m3/min。根据《矿井瓦斯等级鉴定规范》（AQ1025-2023）单条掘进巷道在绝对瓦斯涌出量大于3m3/min时，定为高瓦斯矿井，但我矿井田曾经发生过突出，所以严格按突出矿井、所有煤层均按突出煤层进行管理。在我矿原过渡生产系统内9#曾发生过自燃现象，所以按自燃煤层进行管理。在2023年地质局提供的资料表达所有煤层均具有爆炸性。井田内未发现高温异常区，煤系地层百米井温梯度小于3℃，因此，本矿地温正常。由于12专用回风石门在掘进期间仅会揭8层煤，揭煤间距短，我矿严格执行先抽放后掘进的原则，故不对其它煤（岩）层进行技术特性分析。地层综合柱状图（附图二）第三节地质构造12专用回风石门所穿煤岩走向为211°～235°，倾向为121°～145°，倾角36°～55°。在巷道掘进期间将会穿过F83断层，位于唐家沟以北，地表所见东端交于F86断层，推测该断层长650m，走向339°，倾向北东，倾角25°，地层断距15m左右，该巷道范围内无大型褶曲,重要是断层裂隙发育，但断层导水性差，根据在采空积水区及断层导水带，巷道保护距离已大于30m，能完全满足防治水需要。地质储量报告此井田内无陷落柱，只考虑与原采空区积水与附近几条巷道的保护距离。目前12专用回风石门根据初步设计无冲击地压威胁，但在+1489.6m以下的巷道会随着采深的增长而日益突出，如在掘进期间发现有冲击地压现象，立即采用相应的技术方案。由于我矿是在穿煤层石门，必须使用经定期验证的地质资料，以11运送石门的相关资料进行参照。在掘进期间由项目部相关技术人员按相关规定按比例绘制地质平面图、剖面图，在采掘工作平面图上标明相应的断层、见煤点等具体资料，定期交矿总工程师进行分析以便指导下一步生产。第四节水文地质在12专用回风石门掘进区域的重要水源有雨季地表渗水、采空区积水渗水、裂隙水以及煤岩含水。根据轨道井掘进期间资料分析含水层厚度8～10m，涌水量不大，经实测，在雨季裂隙涌水、断层导水、采空区渗水量最大为13m3/h左右，重要补给方式是地表降雨，随着雨季到来而增长，对掘进期间有一定的影响，在排水设备正常的情况下能及时排出工作面积水。该巷道的区域内的重要资料来源于地质钻孔以及地质储量报告，轨道井在掘进打钻进的相关资料。该巷道上方有原9#、10#采空区，无采空区积水、根据开工前钻孔资料及情况分析，钻孔涌水量不大，防治水方面对施工安全无较大影响。在井田范围内只有弱含水层，无承压水等。上部采空区无积水，不存在较大安全水患问题。探水“三线（积水线、探水线和警戒线）图（附图三）。

第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置12专用回风石门位于盘县西冲大湾祥兴煤矿井田一采区区域内，巷道开口在7#煤层，开口标高+1489.6m，设计净断面11m2，掘进断面12.8m2。巷道掘进工程量2922.2m3，设计坡度3‰，腰线为底板往上1.2m，中线按激光指向仪距离顶板0.3m位置，巷道开口点坐标（X:2850385.5155，Y:456532.5409，Z：+1489.6m）设计方位124°57′13″，贯穿点坐标（X:2850266.5126，Y:456722.6508，Z：+1490.1m）我矿井田内未发现有冲击地压现象，巷道尽量布置在砂岩及粉岩中，巷道断面的设计按10%支护变形后进行设计。巷道开口施工:巷道使用U型棚网喷支护，每掘进0.8m立即进行支护。开口前准备好所有打眼机具、风水管、各种开关设备，并备有管棚材料，防止冒顶。巷道施工顺序:巷道为分段定向施工，坡度均一致，开口至200m时按83°45′10″施工17m与回风暗斜井贯穿。特殊地点的施工:如车场、硐室、溜煤眼、交叉点、绞车房等，该巷道与其顶部或底部老巷道的岩层厚度，要将其空间位置、坡度和特殊规定描述清楚。特殊工程应按设计规定绘制大样图，标出开口的位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。各特殊地点施工见施工大样图。巷道剖面图（附图四）。第二节矿压观测观测对象:矿压显现明显、跨度大的巷道，松软的煤、岩层或流沙性岩层中的巷道，破碎带的巷道，"三软"(顶板软、煤层软、底板软)及煤(岩)与瓦斯突出煤层的巷道，不支护巷道，各类支护巷道等。观测内容:顶底板活动规律分析;不支护巷道表面位移量观测，支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。观测方法:重要使用钢尺进行不低于5次精确测量，测量点必须固定在两帮水平点以及顶底板固定点（法线距离），每次测量误差加权平均值不超过±2mm，每周进行一次矿压观测并做好记录。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。数据解决:监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改善设计。第三节支护设计根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，在岩性较好时选择锚网索喷设计，在煤体、破碎带中施工根据场情况采用U型棚喷浆的方式进行支护。巷道支护设计，根据祥兴煤矿初步设计方案内容进行支护。巷道临时支护的方式:巷道临时支护采用锚杆，工作面与临时支护的距离不大于0.3m，工作面与永久支护（除喷浆外）的距离不超过0.8m，喷浆（除9#煤层位置，其余可滞后30m进行统一喷浆）。坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和规定:(一)巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移。(二)巷道在整体均匀的岩层中，无冲击地压危险。(三)煤和半煤岩巷道中，煤层无自然发火危险。(四)岩体位移测定自然稳定，或有相邻矿井同类地质条件不设支护的巷道为依据。(五)制定不设支护的安全措施。注：但我矿设计11专用回风石门所有均进行支护，故不考虑不设支护的情况。复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，可根据现场实际拟定锚索长度及布置方式。位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道，采用U型棚+锚喷联合支护形式，有底鼓的应另形编制相应的技术方案进行施工。巷道支护平面图、断面图（附图五）。临时支护平面图、剖面图（附图六）。第四节支护工艺各类支护工艺及规定。(一)锚杆及联合支护。1·锚杆使用等强度右旋全螺纹钢制锚杆,锚杆直径￠20mm,长度2.5m，间排距0.8m，锚固力不低于90KN；锚索使用￠15.24mm，7股低松弛高强度钢绞线，间距1.6m、排距2.4m，每组三根，锚索长度不得低于6.2m，锚固力不低于180KN，锚固剂型号为Z2422;巷道岩性较好时使用端锚，锚杆锚固长度不得低于锚杆1/3长度，锚索锚固长度不得低于锚索全长的1/4，软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。所有锚杆及锚索施工后必须对其锚固力进行拉力测定，符合率不低于95%。2·锚杆锚索的孔深必须与之匹配，孔径大于锚杆锚索6～10mm，并严格按锚杆支护设计规定进行支护。3·锚网采用￠6mm～￠8mm间隔100mm钢筋网，锚网铺设必须紧贴煤岩面，锚网搭接长度不得低于100mm，网片之间使用不低于8#铁丝双股联接。锚杆与锚索尽量布置在两网片搭接处。4·喷射材料(水泥标号使用425高标号水泥，普通速凝剂，砂子使用附近采石场石砂、石子的颗粒不大于15mm)。经计算，凝土强度必须不低于C20，速凝剂的最掺量为2.5%~4%,必须随用随掺随喷。经计算水泥：砂：石子的质量比为1：2：2，水灰比为0.45，混合料的搅拌在地面使用搅拌机,混合料通过矿车送入井下随用随搅拌，喷射工艺采用潮喷，喷头与受喷面尽量垂直，距离1m左右。按先墙后拱，自下而上，按合理划分的喷射区段进行喷射，喷头应缓慢均匀地呈螺旋形轨迹移动，喷厚不低于100mm。5·喷射混凝土的风压根据下式计算P=0.1+0.001SS输料管长度,m。垂直向上每增长10m，工作风压应提高0.02～0.03mpa。水压一般比风压高0.1map。温度为5°～45°之间。由于一般喷浆机的供气压力为0.12～0.18mpa，而我矿11专用回风石门使用的螺杆式空压机正常风压为0.7mpa，完全能满足喷浆机供气规定。6·根据以下公式计算巷道内对粉尘爆炸所需量为:T(爆炸所需粉尘量)=45(系数)×V(每米巷道容积)T=45×11=495(g)将T均匀撒布在巷道两帮及底板,其厚度用以下公式进行计算:δ=T/(120×100×2+400×100)×γ（煤尘密度一般取0.6g/cm3）δ=495/38400=0.01289(mm)注:根据以上计算,煤尘堆积厚度不得超过0.01289mm。喷射混凝土回弹率不得超过15%;7·在巷道内如发现有淋水及涌水地点必须在帮上使用打孔机具进行打眼，安装引流管将水引至水沟内再进行喷浆，严禁喷浆堵塞引流管。8·由于喷浆机在使用时放入井下，故所有备用材料均放置在地面井口边雨棚内，砂石不低于10m3，水泥不低于2吨，速凝剂不低于0.5吨。9·喷浆支护严禁外露锚杆、网、棚，厚度不低于100mm，进行检查时每隔10m进行一个钻孔进行喷厚测量。10·在放炮后进行锚网支护，然后根据轮廓线位置（根据巷道支护设计）打眼，进行锚杆固定（根据支护断面图进行角度、深度控制），固定完毕之后如有空帮、顶采用不然性材料进行密实填充，最后进行喷浆。(二)U型可伸缩金属支架支护。在特殊地段使用U型棚可伸缩金属支架,金属支架型号必须与设计支护一致,严禁采用其它型号或材质的支架。采用支架必须构件齐全，撑(拉)杆使用￠20mm金属双头螺纹圆钢，使用配套螺丝固定。垫板使用支架材料进行焊接，尺寸不低于300mm见方。背板严禁使用木料，充填物必须使用矸石或水泥板。支架可缩量应与围岩的变形量相适应。备用支架放置在地面工业广场以不影响安全生产的地点码放整齐。必须配备不低于20架/套支架。支护时严格按中腰线及支架的仰角、扭距进行支护，严禁超挖、欠挖以及支架前倾后仰，架间距严格控制在±50mm以内，中心严格控制±50mm以内，腰线±20mm以内。在光爆找顶后进行轨道钢+大板临时支护，再架支架，进行固定后喷浆。在架设U棚前，对施工地点的顶板进行“敲帮问顶”，站在安全地点用大于2.5m长的撬棍将活石、危岩、浮石解决干净，以保证工作人员的安全。架设U棚前，必须一方面用红油漆标好棚距，按中腰线找好棚窝、棚腿、棚梁的位置，检查棚规格尺寸是否符合设计规定。安装时由班长进行统一指挥，先安装棚腿后安装拱部棚梁，棚腿必须先固定并用人扶持。棚的接口要严密牢固，棚平面与巷道中线垂直，不许出现吊唇、后倾、错牙现象，不许出现前倾、后仰、迈步现象。棚梁、棚腿驾好后，要严格背好帮顶，做到无空隙，使棚受力均匀；棚与棚之间必须使用拉钩、撑木固定，使棚形成整体。架设棚必须搭设牢固稳当的工作平台，平台采用45mm焊管和50mm厚木板制成。运送、装卸U棚必须由班长统一指挥，以防在运送、装卸过程中伤人。抬棚时，要互相呼应，动作一致，两人人抬料时要顺肩。支架间距800mm，背部所有为钢筋网，搭接100mm。梁腿搭接长度400mm，上下卡缆必须分清，严禁上下倒置使用。基础深度300mm，支架腿必须支到实底，底板松软或为煤层时，要穿料石鞋，料石规格为400×200×200mm。梁腿搭接要严密，螺栓扭力矩不小于150N•m，螺母螺杆处要涂上防锈油脂。棚梁上空顶部分用枕木“井”字形接顶，两帮用构木盘实。支架三根撑拉杆必须齐全，严禁出现前倾、后仰、射肩、顺肩等不合格现象，斜巷支棚，迎山必须有力。支棚时必须搭设牢固可靠的工作平台，平台用φ200mm的圆木作柱和横梁，用双股8#铁丝捆绑不少于3圈并绑扎牢固，梁上铺上不小于50mm厚架板，施工人员在架上作业。工作平台必须搭设牢固可靠，施工人员上台作业前，必须经当班工长检查无问题后，方可上台作业，架上作业时，退路必须通畅。操作人员站在上面操作，操作过程中严禁有人从作业点5m范围内来回走动。支棚工作必须由六人操作，两人支腿，四人平台上套棚。抬棚梁、棚腿时，必须由两人协同抬运，抬棚时必须有专人指挥，必须要顺肩，搭好标语，起落一致，同起同放。套第一架棚时，要用抗钩将棚固定，套完棚后，要用抗钩将两边U棚固定，每架不少于两根。套棚工艺流程：挖柱窝→搭设工作平台→立棚腿→梁腿合口上好卡缆→拧紧螺丝→看中腰线调整支架位置→上拉钩撑木→构顶盘帮。

第四章施工工艺第一节施工方法使用人工打眼，钻爆法施工，刮板运送机配合矿车出矸的施工方法。在巷道开口时一方面加固开口附近10m范围内的巷道，拆除开口位置的架腿时必须对原支架棚梁进行补打锚杆抬棚进行加固，加固完毕后方进行开口处棚腿拆除工作。拆除完毕后方可进行打眼放炮等工作，开口处采用少装药，放小炮、浅循环掘进工艺。等巷道进入到基岩段时按钻爆法进行施工。光爆后进行找顶，找顶工作完毕之后搭设操作平台，平台面积不低于每人1平方米并且牢固可靠，在平台上进行锚网临时支护工作。待临时支护工作完毕之后将支架或U棚拱型段固定在上部锚杆及锚网上,再立下部的棚腿，上好卡子及螺丝，并将支架及槽钢棚固定即可进行喷浆工作，完毕后进入下一循环。特殊条件下的施工方法如（另编制相应安全技术措施）:1·石门揭开煤层时的施工方法:远距离炮、打超前钻排放瓦斯等;2·硐室的施工方法:硐室位于岩性较好地段中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分层施工法;3·交岔点的施工方法:交叉点位于较好围岩中宜采用全断面施工法，位于破碎围岩中宜采用分部施工法，位于极为破碎围岩中宜采用导硐施工法;4·倾斜巷道的施工方法:支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆，增设防滑、防跑车装置;掘进、扒装机械固定等。第二节凿岩方式在巷道掘进时采用7655或YT28\YT29型气动凿岩机进行湿式打眼。炮掘工艺如下：在工作面画出炮眼位置→分上下层、炮眼类型进行打眼→清洗炮眼→装药→接线→起爆→找危岩（煤）→临时支护→出货→正式支护→画炮眼。在掘进至全岩巷时尽量采用光爆一次性全断面起爆，半煤岩巷时先进行煤层中打眼放炮，将煤先行装运出，再次在岩石中打眼放炮，采用分次爆破分装分运的方式，在全煤巷中掘进时先起爆掏槽眼及辅助眼，后才起爆周边眼，所有运装均使用刮板机与绞车。打眼机具在打眼工作完毕之后必须放置在作业点后方宽敞不影响安全地点摆放好。刮板机机头固定在工作面后方不超过20m位置，机尾与工作面不大于3m。刮板机开关与刮板机距离在后方5m左右，电缆必须顺帮顶布置，巷道通风机安设于二水平水仓进风通道内。在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进，采用先抽后掘的施工方式等。对掘、斜交、正交巷道时，必须有准确的实测图及措施;当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯通时另行编制相关措施等。设备布置示意图（附图七）。第三节爆破作业爆破条件:巷道断面为半圆拱、顶板为煤岩，多数时间在岩石中掘进、采用压入式通风、煤巷中掘进预计绝对瓦斯涌出量在2～3m3/min，采用多向楔形掏槽方式，周边眼与设计轮廓线边距0.1m，周边眼间距0.32m，每循环进度1.4m，使用矿用三级乳化炸药，雷管使用煤矿许用毫秒电雷管，炮眼运用率为97%，每米消耗炸药16.35kg、雷管33.57个。掘进采用锚喷支护钻爆法施工时，必须采用光面爆破。爆破参数，宜符合下列规定:1·炮眼的深度为1.8～3.5m;2·周边炮眼的间距为350～600mm;3·周边炮眼的密集系数为0.5～1.0;4·周边炮眼的药卷直径为20～25mm。爆破特性表孔号眼距(m)角度(°)深度(m)数量(个)炸药量(kg)雷管装药结构封泥长度（m）连线方式起爆方式爆破顺序个数段号1～81761.687.281正向4串联大串联一次起爆19-180.6401.41071025串联219～410.320～51.4236.923311.5串联342～470.8-51.461.8643串联4合计67.44722.94723.5炮眼布置图（附图八）在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆;不能全断面一次起爆的，必须注明采用的安全措施（如有需要另行编制）。光面爆破作业应尽量采用以下措施细长药卷连续装药；小直径药卷空气间隔装药；标准直径药卷空气间隔装药；周边眼的起爆采用反向装药。应达成以下规定：岩面上周边眼眼痕保存率不少于75%，且均匀清楚，超挖量不超过150mm，欠挖量不超过相关质量标准规定，岩层上不能出现明显的炮震裂隙。装药结构示意图（附图九）第四节装载与运送采用刮板运送机配合人力推矿车，绞车提高进行运送。刮板机使用SGB40T型，矿车使用1.1m3固定侧翻式矿车,刮板机使用长度不得低于20m，机尾安设于工作面后方3m位置,机尾使用地锚（长压度不得低于1.5m）固定，机头使用11#工字钢加工架子（机电科出具图纸）固定，所有设施必须牢固。提高使用矿用JTP-1.6×1.2绞车，安设在距离井口40m位置的井筒中心线上，使用砼基础与地锚进行固定，并完善绞车相关保护。所有煤、矸、材料、设备等匀使用绞车进行运送，但长型材料设备必须使用材料车进行提放，如需提放异型、大件设备必须此外加工专用材料车。人员进、出工作面时必须停止刮板机运营，人员必须走水沟侧，与刮板机安全距离不得小于1.2m。刮板输送机固定、防滑、防出槽、采用轨道卡以及刮板链在轨道固定以及后方使用地锚(不低于1.5m)双固定方式、刮板运送机机头上方安全地点必须安装矿用照明灯，在司机操作侧必须安装照明灯，刮板机至工作面光线强度必须达成关掉矿灯能清楚工作。运送系统示意图（附图十）。第五节管线及轨道敷设风筒在巷道左侧距轨面1.6m位置靠帮安设，与工作面距离不得超过6m，风管、水管安设在左侧距轨面0.8m位置靠帮安设、间距0.2m，缆线吊挂在巷道右侧距离水沟顶1.5m位置，采用矿用电缆挂钩吊挂。所有管缆线距离工作面但是超过10m，以放炮不崩坏为宜。所有轨道均为临时轨道，使用型号不低于18kg/m，轨道中心线距巷道中心线300mm、轨距600mm、轨枕使用1200mm×200mm×200mm，道岔使用ZDK618-5-15(左)、调车场质量以及施工严格按相关设计进行。第六节设备及工具配备序号名称型号规格单位数量备注1刮板输送机SGB420-40T40KW台12侧卸式矿车MFC1.1-61.1m3台83矿用提高绞车JTP-1.6×1.2台14风动凿岩机YT28\YT29、7655台35液压锚杆机MYT-130/350台16风动锚杆机MT120台17风镐G10把58风机FBDN06.322KW×2台29开关QBZ-120台2KBZ-200台1QBZ-4×80台110喷浆机PCSI(VⅡ)台111防突钻机ZDJ-30套212探水钻机ZY-750台113激光指向仪YBJ-1500套1

第五章生产系统第一节通风采用压入式通风，在高瓦斯区域必须进行先抽后掘，如需施工排放孔时必须增长有效风量，减少漏风量，风机安设在二水平水仓进风巷内，风筒吊挂方式详见第四章第五节第一条，压风机安设在地面，通入4吋压风管送入井下，隔爆水袋安设在工作面后方20～40m位置，按每平方不少于200m3水量标准安装。监控探头T1安设在工作面后方风筒另一侧5m位置,T2探头安设在距离11运送石门口20m处，T3探头安设在交岔口回风汇流10m处，均按监控设施安装规定进行安设，由于瓦斯量涌出量不大，采用600mm阻燃风筒。我矿属于突出矿井，已经按规定装设三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁(风电、瓦斯电闭锁)，装备“双风机、双电源”，并能自动切换、具有自动分风的功能。掘进工作面风量计算。掘进工作面实际需要风量，应按我矿公司的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算。Qj＝100×q掘×Kj＝100×1.18×1.8＝212.4式中Qj——掘进工作面需要风量，m3/min;q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，我矿在2023年瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量2.79m3/min，但根参照当时瓦斯鉴定（3033运送巷+1483m）煤巷掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为0.91m3/min，按1.3倍涌出量进行计算。k—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果拟定(掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常机掘工作面k=1.5～2.0;炮掘工作面k=1.8～2.0。低瓦斯高二氧化碳矿井还必须按二氧化碳涌出量计算，可参照按瓦斯涌出量的计算方法。(二)按炸药使用量计算:Q=25A=25×22.9＝572.2式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;25—每公斤炸药爆炸不低于25m3的配风量;A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。(三)按工作人员数量计算:Q=4n＝4×11＝44式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;4—每人每分钟应供应的最低风量m3/min;n—掘进工作面同时工作的最多人数。(四)按局部通风机的实际吸风量计算:Q=Q局Ikf=（（310+525）×0.86）/2×1×1.3=466.8式中Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min;Q局—掘进工作面局部通风机的额定风量，m3/min;I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台;kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3/进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。根据上述计算的工作面需要风量规定，进行局部通风机、风筒规格选型。(五)局部通风机出口风量的拟定Qf=Qj/φc=466.8/0.84=392.1式中Qf—局部通风机风量，m3/min;Qj—掘进工作面需要风量，m3/min;φc—风筒的有效风量率，%。风筒有效风量率可采用下列公式计算:1·有效风量率(φc)。这是指风筒送往掘进工作面的风量与局部通风机吸风量之比的百分数。φc=Qa/Qf×100%=(392/466.8)×100%=83.98%式中φc—有效风量率，%;Qa—风筒送往掘进工作面的实际风量，m3/min;Qf—局部通风机(吸)风量，m3/min。2·漏风率(L1)。这是指风筒的漏风量与局部通风机吸风量之比的百分数。L1=Q1/Qf×100%=(40.4/466.8)×100%=8.7%式中L1—漏风率，%;Q1—整列风筒的总漏风量，m3/min;Qf—局部通风机(吸)风量，m3/min。(二)局部通风机风压的拟定。局部通风机压人式通风时的工作全压为hft=RQ2+hv=0.00327×427.82+2562.4=3160.8Q=√QfQa=√466.8×392.1=427.8hv=（1/D4）×Qa2=1/0.6×392.12=2562.4式中hft—局部通风机工作全压，Pa;R—风筒风阻，N.S2/m8;Q—风筒平均风量，m3/min;Qf—局部通风机（吸）风量，m3/min;Qa—风筒出风量，m3/minhv—风筒出口动压，Pa;D4—风筒出口直径，m。(三)局部通风机选型FBD№6.3/2*22，风压：615--5463Pa,风量310～525m³/min,电压：660/380，效率：≥80%。压入式通风时需计算局部通风机全压工作风阻Rft:Rft=hft/Qa2=3160.8/392.12=0.0206式中Rft—局部通风机全压工作风阻，N.S2/m8;hft—局部通风机工作全压，Pa;Qa—风筒出口风量，m3/min。掘进工作面风量验算。(一)按最低风速验算。1·岩巷掘进工作面的最低风量Q岩(单位:m3/min):Q岩≥9S岩≥9×11≥99式中9—按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数;S岩—岩巷掘进工作面的断面积，m2。2·煤巷掘进工作面的最低风量Q煤(单位:m3/min):Q煤≥15S煤=15×11=165式中15—按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数;S煤—煤巷掘进工作面的断面积，m2。(二)按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q(单位m3/min)Q=240S=240×11=2640式中240—按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数;S—掘进工作面的断面积，m2。(三)按掘进工作面温度和炸药量验算，见表1。表1掘进工作面温度和炸药量炸药量Kg<55～20>20温度℃6以下16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需要风量m3/min4050605060806080100(四)按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%;其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。p瓦/Q掘≤1%1.18/212.4=0.00556＜1%式中Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min;p瓦—瓦斯绝对涌出量，m3/min。掘进工作面风量经验算同时满足了以上4个条件，经验算符合风机选型。安装局部通风机的地点在地面且距离回风口超过10m，全风压风量大于局部通风机吸风量，故风机安设位置合理符合相关规定。通风系统示意图（附图十一）。第二节压风此工作使用的风源为安设在地面的空压机，采用机械式压缩空气。移动压风机安设在地面，采用两台固定式螺杆空压机，压风机型号为JG110LA、正常工作风压0.7Mp、风量20.7m3/min，电机功率110KW，敷设4吋钢管入井，管路长度最长预计515m，管路顺巷道左帮风水管路安设位置安设。(一)空气压缩机的选择，应符合下列规定:总耗风量按下式计算:Q=αβγΣnkq=0.12×1.15×1×3×3×3=3.726式中Q—总耗风量，m3/min;α—管路漏风系数，按每100m漏风率2%计算；β—风动机械磨损消耗风量增长的系数，宜为1.10～1.15;γ—高原修正系数，海拔每增长100m，系数增长1%;n—同型号风动机具使用数量，台;K—凿岩机、风镐同时使用系数;q—风动工具耗风量，m3/min。注：我矿使用的压风机风量为20.7m3/min，能完全满足使用需要。(二)当各个施工阶段的风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量的20%～30%。在工作面后方20～40m安全位置安设第一组压风自救装置，按工作人最多操作人员并留有富裕量，最少不低于6个，在爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处安装压风自救装置。压风系统示意图（附图十二）。第三节瓦斯防治掘进工作面采用地面固定式2BE3420-2BY4型瓦斯抽放泵，瓦斯管路在左帮靠帮0.1m，离地0.3m位置安设。敷设长度预计670m。管路中的混合瓦斯浓度在抽放泵能力的全范围内。抽出瓦斯排放至空气中，待建立起瓦斯发电站后接至发电站运用。采用打钻孔→埋管封孔→接管抽放→测定浓度及负压的方式。在突出威胁区内掘进作业对煤层突出危险限度的预测办法重要使用钻屑瓦斯解吸指标进行，配合使用测定煤层瓦斯压力的方式进行。突出危险区内掘进作业必须采用综合防治措施（涉及先抽后掘、预测预报、效果检查等），另行编制四位一体综合防突措施。使用重庆煤科院研制的高底浓度甲烷传感器进行瓦斯监测，安设方式使用四轴专用监控电缆，超限报警后立即停止工作面作业，撤出人员，按瓦斯超限解决预案进行解决。人井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器并随身携带。瓦斯抽放系统示意图（附图十三）。第四节综合防尘工作面使用的水源在地面井口上方的防尘水池，容量150m3，水压0.8mpa～3mpa，管路敷设4吋钢管入井，管路高度不低于1.8m，吊挂平直，每50m安设三通及阀门，管路上下间隔0.15m。在工作面刮板机头上方处安设一个喷雾，在工作面后方40m安设一组移动全断面水幕、回风交汇点前50m位置安设一组全断面固定水幕，保证雾化效果好能覆盖全断面。水袋按辅助隔爆棚(200L/m2)安设标准进行安装，安设在工作后方60～200m范围内，此巷道设计长度为233.6m，按标准应安设1个棚区。工作打眼采用湿式打眼，并每孔使用水炮泥，放炮前后对工作面进行洒水降尘，装载时对煤岩进行洒水降尘，放炮前启动防尘水幕，打眼工配带专用防尘口罩。巷道内沉积煤尘长度小于5m，厚度不得超过0.01289mm。定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周一次。防尘设施必须齐全有效，喷雾装置必须覆盖全断面且水压符合规定。防尘系统示意图（附图十四），第五节防灭火在12专用回风石门掘进区域有9#曾经发生过自燃，应及时进行喷注浆封闭。在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对砌碹或锚喷后的巷道空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，巷道临近火区、老空前必须探明情况，采用防止性充填等措施。巷道施工时，消防供水管路系统每隔50m安设一消防三通，在绞车房、硐室、三台以上开点地点、刮板运送机附近方便地点摆放灭火器与沙箱（不低于0.3m3）、防火铲等。第六节安全监控此工作面使用多台高低浓度KG9701A型甲烷传感器,一氧化碳、温度传感器，开停传感器。甲烷传感器安设位置：水仓、机电硐室、工作面、回风。一氧化碳传感器安设位置：回风。温度传感器安设位置：机电硐室，水仓。工作面甲烷传感器报警浓度1.0%,断电浓度≥1.0%,复电浓度＜0.8%,温度报警值30℃,一氧化碳报警值24ppm。安设位置：探头安设在顶板完好无淋水地点回风侧5m处，距离顶板0.3m，距离巷道帮0.2m。掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监测电工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的平常维护，严禁将瓦斯电闭锁风电闭锁甩开不用。因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移,严禁将传感器放在风筒处直吹或是风筒破口处，严禁故意挪移和遮挡传感器。开停传感器安设在风机电源线上，两趟线路均安装。监测电缆与其它电缆间隔不少于0.2m。瓦斯电、风电闭锁必须能在超限时断掉整个掘进巷道内的动力电源。各级管理人员、特殊工种下井时必须携带便携式甲烷报警仪，在其分管范围内进行不间断的监测，如发现瓦斯超限情况，必须进行解决。安全监测仪器仪表布置示意图（附图十五）。第七节供电采用地面双电源供电方式，一趟引自农网，一趟引自老教场35变电站。形成可靠的双电源双回路供电。井下电器设备电压等级为660/1140，采用地面变电所500KVA变压器供电,井下设备全用选用矿用防爆型，井下水泵负荷预计二级排水，水泵使用45kw多级泵两台，刮板机功率45kw，风机负荷22kw*2其它负荷预计使用5kw，同时使用最大功率179kw，能完全满足供电规定。各台设备单独按每kw的1.2倍进行电气保护整定计算。供电系统示意图（附图十六）。第八节排水根据11运送石门实测涌水量预计掘进工作面最大涌水量13m3/h。在12回风石门中施工临时水沟，通过水沟排往三水平主、副水仓，三水平水仓使用125D25×9多级泵，排水能力285m3/h，电机功率75kw，最大扬程200m，使用两趟6吋，一趟8吋焊管直接排水至地面净化池。排水系统示意图（附图十七）。第九节运送采用绞车配合固定侧卸式矿车运送，绞车型号JTP-1.6*1.2。运送线路为地面→老主斜井→三水平车场→11运送石门→工作面；工作面→11运送石门→三水平车场→老主斜井→地面。轨道使用临时轨道。第十节照明、通信和信号井下掘进工作面与绞车房，调度室、车场、配电室等地点通讯联系，采用程控自动互换机，电话机型号为KTH13型号矿用本质安全型壁挂话机,调度室设立80门四位号调度互换台,通过通讯电缆敷设到井下各地点。掘进工作面提高、装载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光往返铃信号装置.照明采用ZBZ-4.0M型照明信号综合保护装置为电源，照明灯采用DG70-127B矿用隔爆型泛光灯。信号：一停、二提、三放、乱点为事故信号，岗位工必须执证上岗，不能擅自离岗。照明、通信、信号系统示意图(附图十八)。

第六章劳动组织及重要技术经济指标第一节劳动组织采用钻爆法掘进，“三·八”工作制，所有职工必须执证上岗。劳动组织表工种出勤人数备注一二三轮岗计班长1113打眼支护工444214支护运料工1113刮板机司机1113电工11114安全员11114管理人员瓦检员11114放炮员11114合计11111142

第二节作业循环为保证正规循环作业的完毕，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工作时间，提高工时运用率。一、二、三班工序表工序时间/min12345678交接班及安全检查15打眼120装药、放炮30吹炮烟30找顶临时支护55出矸170正式支护60

第三节重要技术经济指标重要技术经济指标表。序号项目单位指标备注1工作面长度M228.32巷道净断面M2113在册人数人424出勤人数人365出勤率%85.76循环进度M1.47日进尺M2.88月进尺M61.69循环率%6710单位材料定额元11炸药定额Kg16.3512雷管定额个33.5713坑木小板定额M30.114竹笆定额张15放炮线消耗M816钻杆消耗风锤钻杆M0.05煤钻杆M0.217钻头消耗一字钻头个4煤钻头个118煤电钻消耗台0.0119风镐消耗台0.0520风锤消耗台0.0121水泥定额吨0.1522砂子石子定额M31.323支架定额架0.824锚索定额M6.225锚杆消耗M1426锚网定额M2827锚固剂节1827料石消耗M30.5

第七章安全技术措施第一节施工准备巷道在开工前15天前必须编制作业规程及巷道开口报告，提前报请矿总工程师、原料部生产技术部、安全通风部进行审核。审核完毕之后由以上部门现场进行中腰线、开口点、以及开口准备进行检查，待准备工作完毕之后下达开口告知单。在开口前进行规程贯彻学习、签字。必须按照规程下发试卷，考试合格方可上岗作业，每月必须进行作业规程会审根据现场及时进行修改，每月必须贯彻学习。所有巷道必须单独编制作业规程，严禁套用、沿用其它工作面的作业规程及措施进行施工。施工前，由项目部技术部门提前给出开门位置，标好中线，由公司生产技术部测量部进行核算，施工单位严格按线施工。开门前必须对支护和环境进行检查加固和清理。开门前应提前按设计规定，形成正规的通风系统和其他系统，并能正常使用，同时准备各种支护材料及所需工具。开工前必须经矿、公司相关职能部门检查批准后，并且持有获批准的开工报告方可施工。第二节一通三防通风管理工作面局部通风机安设位置按通风系统图所示，通风队应在现场标定，进风量大于局扇吸风量，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器，风机必须吊挂或置于专用的局部通风机架上，并且距地面的高度不小于0.3m，两台局部通风机必须错开一定的距离，且严禁安设在一条直线上。局部通风机吸风口附近10m范围内严禁堆放杂物。局部通风机供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁、瓦斯电闭锁”，施工单位天天对“风瓦电闭锁”进行检查；掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”，监控工区天天对“瓦斯电闭锁”进行检查，并有记录可查，保证其灵敏、准确、断电功能可靠。局部通风机必须保证正常运转，施工单位安设专职司机并严格执行现场交接班制度，且挂牌留名，任何人不得随意停开局部通风机。因检修或其他因素需要停电时，停电单位必须提前一个小班提出书面申请，并经矿生产调度会平衡、相关单位签字批准后，方可按申请规定停其中的一路电源，当两路电源必须同时停时，施工单位必须提前告知通风队、机电队编制排放瓦斯措施及停送电措施，并经矿总工程师组织相关单位会审后，方可由施工单位提出停电申请。局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须一方面检查瓦斯，只有停风区中最高甲烷浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%并且局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。停风区中甲烷浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，最高甲烷和二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯检查工必须报告矿调度室和矿总工程师，撤出停风区正常通风回风流中作业人员，切断回风流经巷道的所有非本质安全型电气设备电源，请示矿总工程师，经批准后，方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超过1%的限量原则进行排放，排放时通风队必须安排干部现场指挥。排放期间，通风队现场负责人安排专人检查第一汇风点的瓦斯。停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，瓦斯检查工立即报告矿调度所和矿总工程师，通风区必须编制安全排放措施，报矿总工程师批准后按措施规定解决。临时停工地点不得停风，否则必须切断电源、设立栅栏、揭示警示，严禁人员入内，并向矿调度室报告。停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达成3%或其他有害气体浓度超过规定不能立即解决时，通风区必须在24h内封闭完毕。井下停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每小班至少检查一次。风筒接头要严实、无破口、无反接头。接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头，严禁拐死弯。风筒出口距工作面不大于5m，且迎头必须有两节备用风袋。通风队要加强通风系统管理，保证通风系统稳定可靠，局部通风机严禁发生循环风。掘进工作面回风流中瓦斯浓度达成0.8%或二氧化碳浓度达成1.5%时必须停止作业，切断电源，并采用措施进行解决。掘进工作面风流中瓦斯浓度达成0.8%时，必须立即停止作业，切断电源，并采用措施解决当工作面风流中瓦斯浓度达成1.5%，回风瓦斯达成1%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源并采用措施进行解决。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成1.5%时，必须停止工作，撤出人员切断电源，并采用措施进行解决。掘进工作面及其回风巷道内体积大于0.5m3的空间，积聚的瓦斯浓度达成2%时，其附近20m范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行解决。因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可人工手动复电。掘进工作面风流中二氧化碳浓度达成1.5%时，必须停止作业，切断电源、撤出人员、报告矿调度所，查明因素，并制定措施进行解决。工作面必须安排专职瓦斯检查工，经常检查工作面的瓦斯情况；瓦斯浓度超过规定期，瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作，切断超限区域内电器设备电源，并将人员撤到安全地点。掘进工作面施工时，迎头必须悬挂便携式甲烷检测仪，不间断开机使用。瓦斯浓度达成1.0%时，立即停止作业。通风队必须安排瓦斯检查工对掘进工作面的边孔钻场、避难硐室挂风障，保证通风良好；并设点检查，每班检查、报告次数不少于一次，发现问题要及时报告，并采用解决措施。防突队施工钻孔时，必须在施工的点悬挂甲烷便携仪。当瓦斯浓度超过上述规定期，必须停止工作、切断电源，报告矿调度室；抽放钻孔施工结束后，必须及时合茬抽放，不用的抽放孔应及时封堵，严禁孔内瓦斯涌入掘进巷道。当工作面前方遇有地质构造时，项目部应提前30m向施工单位下地质预报，通风队、防突队接地质预报后，应采用加强瓦斯检查、加强防突预测预报、调整钻孔的数量和参数、提高抽放、卸压效果等措施，防止瓦斯超限及煤与瓦斯突出。过地质构造带管理地质人员应经常进一步井下，了解工作面的地质变化情况，掌握抽排区打钻碰到的构造情况，及时分析、总结、修正地质资料。生产单位班组长、队长、瓦检工、安监员要密切注意地质构造，当顶板、底板、煤层发生异常变化时，要及时向矿调度室、矿生产技术科报告。矿调度要告知有关单位及人员进行现场签字，制定针对性措施，保证过地质构造期间的安全。防突队要严格按设计参数施工钻孔，瓦检工、安监员、生产单位的班队长要对打钻质量、打钻深度进行有效的监督；通风队随时组织抽查，发现问题要严厉解决，并纠正。防突队在钻孔施工过程中发现喷孔、顶钻等情况，要及时报告矿调度室、通风队。监控室要实行不间断的瓦斯监测，发现掘进工作面瓦斯涌出异常以及瓦斯浓度达成0.8%时，要立即断电，并报告矿调度室，查明因素。过地质构造异常带时，施工单位必须及时编制有针对性的安全技术措施，加强顶板管理，防止大面积片帮、冒顶，引起瓦斯超限。巷道贯通和过异常区必须重新编制专门的针对性措施。综合防尘安全管理技术措施。施工队天天必须设专人对整个掘进巷道及出货系统冲洗一次。各转载点喷雾齐全、正常使用，并及时清除浮煤。通风区在距工作面50m范围内安设3道净化水幕，放炮前正常启动，保证水压不小于4MPa。通风队必须在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，第一列水棚距工作面60～200m，水量不小于200L/m2，水袋总数不少于48个；棚间距1.2～3.0m，安设后要经常加水、维护、保证水量充足。通风队应定期采集各作业工序粉尘样品测定，并按《煤矿安全规程》规定定期进行游离SiO2含量测定。当粉尘中游离SiO2含量大于10%时，总粉尘浓度不得超过2mg/m3，当粉尘中游离SiO2含量小于10%时，总粉尘浓度不得超过10mg/m3，呼吸性粉尘浓度符合规定。加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。防灭火安全管理技术措施。工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质必须密闭回收至地面，严禁随地泼洒。掘进过程中如发生冒顶，除需要架木垛或采用其他管理措施外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面告知通风队及有关单位做防灭火工作。通风队应立即预设观测孔和措施孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度情况，发现异常，立即报告解决。通风队应对发现一氧化碳或高温点的区域实行注水降温、注凝胶充填等措施，防止高冒区自然发火。任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采用一切也许的措施直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。矿调度室在接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害防止与解决计划》告知有关人员组织抢救灾区人员和实行灭火工作。矿值班调度和在现场的队长、班组长将所有也许受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员运用一切工具、器材进行直接灭火。电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；油脂着火时，严禁直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。在抢救人员和灭火过程中，矿值班调度必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，同时必须采用防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。在三台及以上开关点、机电硐室、水仓处存放黄沙不小于0.5m3，2个干粉灭火器。第三节顶板开口管理。12专用回风石门交岔点采用锚索网支护，交岔点区域每排施工两根锚索，开口端施工U型钢棚后，立即施工一排锚索，加强顶板支护，施工后根据顶板情况，采用临时锚杆支护或点柱支护。临时支护。严禁空顶作业，掘进巷道必须架设临时支护。锚索网巷道打顶部锚杆眼时必须使用点锚杆作为临时支护，每排使用4根，规格为直径20mm等强度锚杆。U棚网喷巷道使用22kg/m轨道钢两边采用40型刮板机链条吊挂，上铺设50mm木板进行临时支护。敲帮问顶制度。必须坚持敲帮问顶制度，严禁空顶作业，每次进入工作面前，班长或跟班队长必须对工作面顶底板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患方可入内，打顶部锚杆眼前，必须由有经验的工人站在安全地点用长柄工具找尽危岩、浮矸。锚杆眼施工应符合下列规定：（1）按作业规程规定的时间排距施工，锚杆至迎头的间距必小于锚杆的设计排距。（2）必须敲帮问顶，撬掉活矸对有也许发生冒落的位置附近，施工眼前必须进行临时支护再打眼，钻眼时应按事先拟定的眼位标志处钻进，钻完后应将眼内的岩粉和积水吹（掏）净。（3）锚杆眼应做到当班眼当班锚，施工一个眼锚一个眼。（4）锚杆眼必须按规定角度析打眼，不得沿顺层面、裂缝施工眼。（5）使用树脂锚杆应用防护手套，未固化的树脂药包和固化剂具有毒性和腐蚀性、避免与皮肤接触。破损的药包，应及时解决，严禁树脂药包接触明火。（6）对使用的锚杆下井前应抽样进行拉力实验。施工人员通过培训，熟悉锚杆钻机的性能和使用方法及注意事项，并严格按操作规程操作。顶部锚杆跟或安装锚杆时，必须在有临时支护的方法下进行，严禁空顶作业。用¢18mm的钻头及配套钎杆打眼。锚杆药的搅拌时间为20～30S,锚索药的搅拌时间为30～40S。槽钢棚必须紧贴煤岩壁，未接触部分必须使用不燃材料垫实。张拉锚索时，千斤顶下方45º范围内严禁站人。安装锚杆锚索时，药卷必须送到孔底方可搅拌。如有失效报废锚杆、锚索、必须及时补充。严禁使用过期的锚固剂，严禁少装药或使用不合格的锚杆。帮部可滞后1～2排进支护，锚索可滞后五排进行支护，假如顶板破碎，锚索必须紧跟迎头，采用¢20mm×2500mm锚杆进行超前支护。锚杆螺丝必须上紧，扭矩力顶部不小于150N·m帮部不小于100N·m并派专人对锚杆进行二次紧固。当掉顶高度小于200mm、宽度小于400mm时，应采用槽钢棚与金属网之间加各种木垫板保证钢带与顶板接上颈;当顶板掉顶高度大于200mm、宽度大于400mm时，应在之充填水泥板等贴紧顶板。施工期间不得使用顶板锚杆，锚索起吊重物，（必须使用时另行编制措施报批矿总工程师后方可执行）。施工期间工作面应具有有20架U型棚以备急用。经常观测巷道的变化情况，如有损坏严重的地方必须及时加强支护。金属网必须拉直绷紧。顶部锚索托盘必须使用10号铁丝系在顶部金属网上。施工单位要配备足够的合金钢钻头。地质部门要及时提供顶、底板岩性质料，以便及时修改支护设计方案。锚杆支护监测：（1）锚固力监测。锚索网支护形式，锚固方式为端头锚固，锚索锚固力不小于180KN。对锚杆的锚固力检测工作实行施工单位自查，但不得低于90KN，职能部门每月组织专人进行抽查。对锚固力不合格的锚杆、锚索应立即补充，保证锚杆支护效果。（2）巷道顶板离层监测，如变形量大时每隔100m安装一个顶板离层指示仪。离层指示仪应安设在巷道其深基点应固定在锚杆上方较稳定的岩层中，浅基点应固定在锚杆端部位置,巷道经钢尺测量变形量不大时可以不安装顶板离层指示仪。（3）巷道顶底板、两帮相对移近量监测。每隔200m设立一处巷道顶底板和两帮相对移近量监测点。（4）平常观测。各监测站由技术科指导生产单位安设，施工单位贯彻专人负责，新安设观测站天天进行一次观测，以后每周进行一次观测，观测数据及时上报技术科，由技术科及时记录、分析、形成报表，报送有关领导、职能部门及生产单位，以便掌握工程情况，并优化设计方案，保证安全生产。（5）根据观测信息反馈情况，巷道各观测站数量可以适当减少。（6）施工单位必须贯彻专人监护巷道支护状况，发现断锚、断索、退索、围岩异常等现象，要及时报告技术科、调度所以及有关领导，以便及时采用措施，保证安全。（7）本地质条件变化时，要采用相应措施，立即修改支护参数或改变支护形式。巷道过断层、破碎带或遇地质结构时的顶板管理。（1）技术科必须在异常带前30M，下达告知单。（2）巷道过断层、破碎带或其他地质结构带时应重新编制专门安全技术措施。（3）过断层、破碎带或其他地质异常带时，加强顶板管理，架棚巷道适当缩小棚距，接实帮顶：锚网支护巷道应套架棚来固定顶板；加强通风瓦斯检测；采用必要的防透水措施。第四节爆破爆破工作人员必须依法通过专门技术培训，考试合格、获得特种作业人员资格证书后，方可持证上岗。爆破工必须是专职的。爆破工作人员必须熟悉爆破器材的性能和《煤矿安全规程》中有关条文的规定。接触爆破材料的人员应穿棉布或其他抗静电衣服，严禁穿化纤衣服。下井前要领取符合规定的发爆器和爆破母线等，不符合规定的发爆器材不准下井使用；下井时必须携带便携式甲烷检测仪；必须严格执行爆破器材领退等管理制度。在煤与瓦斯（二氧化碳）突出煤层中，专职爆破工的工作必须固定在一个工作面。在掘进工作面，必须使用取得产品许可证的煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。发爆器必须统一管理、发放，定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。必须严格执行“一炮三检”制度，实行“三人连锁爆破”和“三保险”制度。在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，应采用毫秒爆破；并应采用全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采用安全措施。在高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域的掘进工作面采用毫秒爆破时，若采用反向起爆，必须制定安全技术措施。用爆破方法贯通井巷时，必须严格遵守作业规程有关规定。严禁糊炮、明炮和短母线爆破。在高瓦斯或煤（岩）与瓦斯突出以及有冲击地压的掘进工作面爆破，必须制定并严格执行特殊安全措施。爆破材料运送到工作地点后，必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支护完整，避开机械、电气设备及通风良好的地点，并应放在挂有电缆、电线巷道的另一侧。爆炸材料箱要加锁，钥匙由爆破工随身携带。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。爆破前需准备好够全断面一次爆破用的引药和炮泥以及装满水的水炮泥，并整齐放置在符合规定的地点。检查发爆器与爆破母线。发爆器要完好可靠，电压符合规定；爆破母线长度符合作业规程规定，并无断头、明接头和短路，绝缘包皮有破损处时应进行解决。爆破工必须按下列顺序进行操作：装配引药→检查瓦斯→装药→封泥→检查瓦斯→敷设爆破母线→警戒→爆破→爆破后检查瓦斯、支护→解决拒爆、残爆。对掘进工作面进行全面检查，发现问题应及时解决。有下列情况之一时，不准装药：（1）掘进工作面空顶距离超过作业规程规定，支架损坏，架设不牢，支护不齐全。（2）爆破地点20米以内，矿车、未清除的煤、矸或其他物体阻塞巷道断面三分之一以上时。（3）装药地点20米以内煤尘堆积飞扬时。（4）装药地点20米范围内风流中瓦斯浓度达成1.5%时。（5）炮眼内发现异状、温度骤高骤低，炮眼出现塌陷、裂缝，有压力水，瓦斯突增等。（6）工作面风量局限性或局部通风机停止运转时。（7）炮眼内煤（岩）粉末清除干净时。（8）炮眼深度、角度、位置等不符合作业规程规定期。（9）装药地点有片帮、冒顶危险时。（10）发现瞎炮未解决时拒爆、残爆解决。解决拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班解决完毕。假如当班未能解决完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。解决拒爆时，必须遵守下列规定：通电以后拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定期间（使用瞬发电雷管时，至少等5分钟；使用延期电雷管时，至少等15分钟），才可沿线路检查，找出拒爆的因素。由于连线不良导致的拒爆，可重新连线起爆。在距拒爆炮眼0.3米以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不管有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。解决拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须具体检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。在拒爆解决完毕以前，严禁在该地点进行与解决拒爆无关的工作。第五节防治水水窝布置及规格：水窝设在掘进巷道低洼处，水窝规格尺寸（长×宽×高）为1.5m×1.5m×1.0m木垛盘支护。泵水设施及选型：掘进期间每一水窝处设1台风泵和1台11KW电泵,其中1台使用、1台备用，保证排水量不低于13m3/h。排水管路布置：掘进巷道内布置一路4寸专用主排水管，连通处加闸阀。掘进期间，加强采空区水文地质调查，坚持“有疑必探,先探后掘”的原则,发现有出水预兆时及时停头,并采用措施探放采空区水体,掘进工作面应根据该面最大涌水量配备排水设备,并保证排水系统畅通且能正常运营。排水管路的连接及管路的平常维护、闸阀的清理和更换要及时。各排水点（水窝处）要有两台泵交替使用，并有1台完好的备用泵，所有排水泵用软管主排水管路连通，连通处设闸阀。水泵司机现场交接班，每班交接前必须对所负责的排水系统巡视一遍，一旦发现异常情况、必须立即向矿调度室报告，以便组织有关单位迅速采用措施进行解决。坚持“有疑必探，先探后掘”的规定。发现异常征兆时，必须采用解决措施，施工中发现有透水征兆，如工作面出现挂红，挂汗、空气变冷，发现雾气、水叫、顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，发现淋水、水色发浑有嗅味等异状时，必须停止作业，采用措施，报告调度所，如情况危急，必须撤出所有受威胁地点的人员。掘进巷道受水威胁、撤出人员的安全技术措施。说明当掘进工作面遇有下列情况之一时，必须有疑必探、先探后掘的安全技术措施。