1220m二采变电所掘进规程

PAGEPAGE6攀煤（集团）公司大宝顶矿掘进作业规程巷道名称：+1220m二采变电所施工单位：掘进二队编制人：队长：二O一一年五月三日编目录第一章概况第一节编制依据………………4第二节巷道布置………………5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…………………11第二节煤（岩）层赋存特征…………………11第三节地质构造………………14第四节水文地质………………14第三章巷道断面及支护第一节巷道断面………………15第二节支护设计………………16第三节支护工艺………………21第四节轨道及道床……………22第五节巷道排水沟……………22第六节巷道管线布置…………22第四章施工工艺第一节施工方法………………23第二节凿岩方式………………24第三节爆破作业………………27第四节装载与运输……………29第五章生产系统第一节掘进通风………………30第二节掘进压风………………32第三节瓦斯防治………………33第四节综合防尘………………33第五节防灭火…………………34第六节安全监控………………35第七节供电……………………36第八节排水……………………38第九节运输……………………38第十节照明、通讯和信号……………………38第六章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织………………39第二节循环作业………………39第三节主要技术经济指标……………………40第七章安全技术措施第一节一通三防安全技术措施………………41第二节顶板安全技术措施……………………44第三节爆破安全技术措施……………………45第四节防治水安全技术措施…………………49第五节机电安全技术措施……………………49第六节运输安全技术措施……………………50第七节其它安全技术措施……………………51第八章灾害应急措施及避灾路线……………53第一章概况第一节编制依据一、经过审批的设计（矿井设计水平延伸或采区设计）及批准时间等。1、《煤矿安全规程》（2011版）及掘进各工种操作规程。2、依据攀煤（集团）公司大宝顶煤矿生产技术部设计提供的《+1220m水平二采变电所设计》。3、依据攀煤（集团）公司大宝顶煤矿地测科提供的《+1220m水平二采变电所地质预想剖面图》。4、依据《生产矿井质量标准化标准》《岗位标准化作业标准》及相关管理规定。5、依据现有设备及职工现有技术水平。二、地质说明书：1、根据地质部门提供的资料来看，+1220m二采变电所掘进施工不会遇小窑、采空区，但在掘进施工中必须严格按执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、边探边掘”的原则进行施工，施工中必须加强巷道的顶板支护和管理，以确保安全施工。2、该地段相对应地表为荒山坡、水文地质相对简单。3、施工过程中，如遇煤层或地质构造、顶板破碎带，必须根据井下实际情况改变支护，保证安全生产。4、施工中如遇地质疑难问题，必须及时汇报队调度，并及时与地质测量科联系。5、根据大宝顶矿地测科提供的地质预想图看+1220m二采变电所围岩较稳定，具体：+1220m一采+1322m回风石门向西施工依次揭露煤（岩）层为：深灰色薄层状粉砂质泥岩，无名煤,1，深灰色薄层状砂质泥岩，无名煤层2，深灰色薄层状粉砂质泥岩，25-1煤层，深灰色薄层状泥质粉砂岩，无名煤层3，深灰色薄层状粉砂质泥岩，深灰色薄层状泥质粉砂岩，灰色中厚层状粉砂岩。三、经批准的生产接替计划：大宝顶煤矿2011年大区接续计划表第二节巷道布置：巷道名称、位置及所在的层位、与煤（岩）层、相邻巷道的关系及相邻巷道名称、用途，本巷道用途，设计长度、工程量、坡度、服务年限、开（俊）工时间等。附表：工程名称+1220m二采变电所设计长度及工程量106m用途采区供电煤岩别全岩服务年限20年与相邻巷道的关系巷道开口位置：+1220m降段石门南帮开口，巷道开口点以东为+1220m二采降段石门进口和+1220m二采石门，南面无采掘工作面，巷道西面为+1220m二采降段石门，巷道北面+1220m二采降段石门及24-1煤层回风上山。施工掌握中心左(1-1)1.43m(2-2)2.33m右(1-1)1.43m(2-2)2.33m施工始、终点标高始：+1235.363m终：+1247.728m腰线上(1-1)1.363m(2-2)1.763m下1.2m方位240°→270°→284°41′45″坡度+3‰，30°17′15″支护方式锚喷支护装运方式耙斗机装货，人力推车，1T矿车配合8T蓄电瓶机车运输。进风方式压入式所需风量185m3/min所需设备FBD-6/2×11KW对旋轴流式局部通风机2台、风筒500m、ZYP-17耙岩机一台、7655风钻4台、1T矿车30辆。预计开工时间2011预计竣工时间2011二、施工中的特殊要求、需要说明的问题。1、+1220m二采变电所开口前必须对+1220m二采降低石门内开口位置前后10m范围内的原有支护进行加固，并经过检查无安全隐患后方准开口。2、巷道掘进过程中如遇断层或岩石破碎带，另报补充措施。3、附图1-2-1巷道布置平面图（1：1000）4、附图1-2-2变电所主题部分平面图（1：50注：图中规格尺寸均为毫米标注。附图1-2-3巷道布置剖面图（1：1000）附图1-2-4巷道断面形状及断面尺寸图（1：50）注：图中规格尺寸均为毫米标注。附图1-2-5巷道开口施工大样图（1：50）注：图中规格尺寸均为毫米标注。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一、巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构造物对工程的影响等。水平、采区+1220m水平二采区工程名称+1220m二采变电所地面标高+1530m～+1570m井下标高+1235m～+1247m地面的对位置建筑物地面相对位置：属荒山坡无建构造物，不存在构造物。井下对应位置对掘进巷道的影响巷道开口位置：+1220m降段石门南帮开口，巷道开口点以东为+1220m二采降段石门进口和+1220m二采石门，南面无采掘工作面，巷道西面为+1220m二采降段石门，巷道北面+1220m二采降段石门及24-1煤层回风上山。对+1220m二采变电所的掘进无影响。领近采掘情况对掘进巷道的影响邻近采区对掘进巷道无影响。二、巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。巷道开口位置：+1220m降段石门南帮开口，巷道开口点以东为+1220m二采降段石门进口和+1220m二采石门，南面无采掘工作面，巷道西面为+1220m二采降段石门，巷道北面+1220m二采降段石门，透口为24-1煤层回风上山，巷道掘进过程中均为较稳定围岩，邻近采区对巷道掘进无影响。三、分析采空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。无小窑采空区影响。第二节煤层赋存特征一、（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）,预计巷道揭露的各煤层间距、顶、底板岩性及特性分析。1、煤层产状：施工过程中将依次揭露：无名煤层1（倾向310°倾角20°假厚11.5m），无名煤层2（倾向280°倾角15°假厚0.5m），25-1煤层（倾向273°倾角32°假厚1.9m），无名煤层3（倾向285°倾角25°假厚7.2m）。2、煤层坚固性系数（f）：f=2~4。3、巷道围岩为Ⅲ类围岩，坚固性系数为：f=4~6。4、无名煤层1至无名煤层2层间距4m，无名煤层2至25-1煤层层间距18m，25-1煤层至无名煤层3层间距6m。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自燃发火倾向，煤尘爆炸指数地温等。煤（岩）层特征表：指标参数备注煤（岩）层厚度（最大—最小/平均）（m）（45.5—0.5/23）m煤(岩)层倾角（最大—最小/平均）（°）32°—15°/23.5煤（岩）层硬度系数（f）2～6煤（岩）层节理（发育程度）较发育煤层自燃发火期（d）>180绝对瓦斯涌出量（m3/min）<40相对瓦斯涌出量（m3/t）<10煤层爆炸指数（％）无地温（℃）18°～22°围岩类型Ⅲ三、其它煤（岩）层特征分析。岩层较为稳定，无淋水现象。四、地质预想图附图2-2-6（1：100或1：200）：第三节地质构造一、巷道煤（岩）层产状要素(走向、倾向、倾角)；断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。1、巷道煤（岩）层产状要素(走向、倾向、倾角)：无名煤层1（倾向310°倾角20°假厚11.5m），无名煤层2（倾向280°倾角15°假厚0.5m），25-1煤层（倾向273°倾角32°假厚1.9m），无名煤层3（倾向285°倾角25°假厚7.2m）。2、煤（岩）倾向：273°→310°；3、煤（岩）层倾角：15°→32°；4、断层：该巷道施工中不会遇到大的断层，不存在岩浆侵入体；围岩较为坚硬，分别为深灰色薄厚层状粉砂质泥岩，深灰色薄厚层状砂质泥岩，深灰色薄厚层泥质粉砂岩，灰色中厚层状粉沙岩，属隔水性岩层，不具备导水性。二、该巷道施工不受冲击地压和应力集中区的影响。根据地质提供的资料来看+1220m二采变电所施工过程中不会受冲击地压和应力集中区的影响。地质构造情况表编号构造名称性质走向（°）倾向（°）倾角（°）落差（m）对掘进施工的影响三、岩石普氏分类及普氏系数。深灰色薄厚层状粉砂质泥岩，深灰色薄厚层状砂质泥岩，深灰色薄厚层泥质粉砂岩，灰色中厚层状粉沙岩：Ⅲf=4～6。第四节水文地质一、巷道的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。该巷道水文地质相对简单，巷道区域的主要水源为裂隙水；主要表现为淋水，岩层为隔水层，故对巷道施工的影响不大。施工过程中必须严格执行“有疑必探，先探后掘，边探边掘”的原则施工，施工过程中还必须加强顶板支护管理。二、巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老窑积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。根据地测部门提供的地质预想图：巷道施工围岩较为稳定，无老巷、老窑积水、钻孔、构造导水影响施工。第三章巷道断面及支护第一节巷道断面一、据巷道布置层位、水平标高、围岩岩性选择巷道断面形状。巷道断面形状：根据巷道的使用要求和顶板岩石特性，1-1断面、2-2断面形状选择为三心拱。二、巷道断面设计：1、1-1断面掘进宽度：2.86m；掘进高度：2.563m；墙高1.6m；拱高：0.963m；掘进断面积：6.735m2；净宽度：2.8m；净高：2.533m；墙高1.6m；拱高：0.933m；净断面积：6.55m2。2、2-2断面掘进宽度：4.66m；掘进高度：2.963m；墙高：1.4m；拱高：1.563m；掘进断面积：12.257m2；净宽度：4.6m；净高：2.933m；墙高：1.4m；拱高：1.533m；净断面积：11.645m2。三、确定并计算：巷道工程量、坡度、中腰线设置、开口位置、方位角等。1、巷道工程量：106m。2、1-1断面变电所进风巷38m坡度为+3‰°，2-2断面变电所主体工程50m按坡度+3‰°施工，1-1断面变电所回风巷18m按坡度+30°17′15″施工。3、1-1断面中心线左、右为1.43m，腰线上1.363m，腰线下1.2m。2-2断面中心线左、右为2.33m，腰线上1.763m，腰线下1.2m。4、开口位置：在+1220m二采降低石门内南帮开口。开口坐标：X=2935118.088，Y=34460009.299，Z=+1235.363m。5、施工方位：开口按240°方位施工平巷38m，再向西按270°施工50m，然后按284°41′45″方位施工上山18m与24-1煤层回风上山贯通，即完工。四、躲避硐断面形状、断面尺寸规格、深度，躲身硐间距，与倾斜巷道关系。+1220m二采变电所巷道掘进施工过程中无需施工躲避硐及把钩硐室。五、巷道水沟：巷道施工永久水沟，水沟施工在巷道南帮，水沟规格：宽×深=0.2m×0.2m。砌筑厚0.1m，抹底厚0.1m，紧跟耙斗机后5~30m远以内施工。第二节支护设计一、巷道的永久支护：根据巷道围岩的性质按设计院设计采用锚喷支护。支护参数：1、支护材料：（1）锚杆为Φ16×1800mm端头锚固式螺纹钢金属树脂锚杆，锚固剂为K型2835树脂锚固剂，每根锚杆使用一个药卷，树脂药卷搅拌时间为15-30s，15min后安装托盘。（2）喷浆：砂浆标号M15，水泥标号为325#普通硅酸盐水泥，砂为0.3-3mm的中粗砂，水泥：砂=1：2（重量比），水灰比：0.45，其中砂的含水率≯7%，含泥量≯3%，轻物质含量≯0.5%，硫酸盐（以SO3计）≯1%，水：PH＜4的酸性水，含糖类、脂类的水严禁使用。2、支护规格：（1）锚喷支护，锚杆间排距：0.8×0.8m，菱形布置，锚杆外露长度≮5mm、≯50mm，锚杆与岩体主结构面角度布置在75°—105°范围内，当围岩主结构面不明显时应与巷道轮廓垂直布置，锚固力不小于50KN，锚杆间排距允许误差为±100mm，掘锚最大距离为1.2m。（2）喷浆厚度：30mm，掘喷最大距离40m。二、临时支护与永久支护间、临时支护与新暴露的顶板间的支护衔接等。每班接班及爆破完毕后必须及时的先移设好前探梁临时支护后，进行锚杆永久支护。临时支护与新暴露的顶板间用木料进行接顶，临时支护与永久支护间、临时支护与新暴露的顶板间的支护衔接必须紧密相连。1、临时支护：①平巷施工采用金属吊环前探梁作临时支护，前探梁使用3.5m长2寸钢管制成，1-1断面前探梁为2根，2-2断面前探梁为4根，每次放完炮出货前，必须将临时支护及时延至掌头均匀布置，并用木料进行接顶，接顶必须严密，接紧、接牢，确认安全后才能作业。②上山施工采用带帽木柱和光头柱作临时支护，戴帽木柱用不小于Φ160㎜的新鲜圆木制成，木帽为Φ160㎜的新鲜半圆木，一排为2根，每次爆破完毕后及接班后必须在迎头打设光头柱护帮，并在光头柱与尾排锚杆之间打设临时戴帽木柱，必须将临时支护及时打设至掌头，确认安全后才能作业。2、每循环放完炮后必须及时进行临时与永久支护。工作面严禁空顶及空顶作业。附图3-2-7巷道永久支护平面图、剖面图（1：50或1：100）附图3-2-8巷道临时支护平面图、剖面图（1：50或1：100）第三节支护工艺一、支护工艺及要求：1、必须严格按规程要求控制好锚杆间、排距，间、排距误差不得超过±100㎜。2、锚杆外露长度≮5mm、≯50mm，锚杆托盘必须紧贴岩层面，托盘严禁反面安装。3、锚杆必须垂直与巷道轮廓进行布置，±≯15°。4、对失效的锚杆必须及时处理，并进行补打，锚固力不小于50KN。5、锚杆施工严禁打穿皮眼、顺层眼及裂隙眼。6、树脂药卷搅拌时间约15-30秒，杆体安上后用木楔或者矸石挤住，15分钟后安装托盘，拧紧螺母，托盘必须紧贴岩面。7、锚杆施工必须做到当班打眼当班锚，锚杆不合格的必须及时重新补打。8、因炮崩松动的锚杆必须及时重新紧固螺母；失效的锚杆必须及时重新补打。9、锚杆施工必须执行挂牌管理，三班作业，必须分别在锚杆盘上做好1，2，3号标志，每班必须认真填写好记录及当班牌板，随时备查。10、巷道掘进每20m，必须进行一次锚杆抗拔力试验，每次试验不得少于3组，每组抗拔力不得小于13Mpa，小于13Mpa的为不合格锚杆，必须另补打锚杆。11、喷浆必须采用湿喷，喷浆前必须用水冲洗岩帮。12、喷头至受喷面1.0~1.2m，且垂直与受喷面，墙角下俯10~15°。13、喷浆作业时，必须固定好喷浆机，喷射均匀，无干斑、无流淌，无“穿裙”、“赤脚”现象。14、处理堵塞的喷射管路时，先停电后停风，堵头前方严禁有人。15、临时支护必须紧跟工作面迎头，严禁空顶及空顶作业。16、前探梁上方必须用木料进行接顶，并接实。17、巷道在施工过程中见煤层或地质构造破碎带时，必须先及时将锚杆间、排距缩小至600mm，并补报专项措施。二、支护工序安排：每循环放炮结束后，及时找尽帮、顶伞檐、浮石，将临时支护支至掌头，确认安全后，进行倒货。工作面倒货后立即施工锚杆，锚杆从外往里进行施工。最大掘喷距离40m。三、备用支护材料的品种、数量、规格型号、存放地点规定。1、备用数量：备用数量不得少于当天使用量的30%，2、锚杆：Φ16×1800mm端头锚固式螺纹钢金属树脂锚杆，每班施工考虑两排锚杆计11根，备用考虑4根。3、木料：接顶木料Φ160mm的新鲜半圆木及刹杆。4、喷浆材料：水泥325#，砂粒径不小于3mm的粗砂。5、备用材料放置地点：+1220m二采变电所开口点往东+1220m二采石门内，距开口点40m以外的安全处。第四节轨道及道床一、确定永久轨道的钢轨型号及标准道床（技术参数）：该巷道没有设计永久轨道。二、临时轨道：临时轨道型号：22㎏/m，轨高120㎜，8m/根；轨枕规格：Φ160㎜半圆木，长1.20m；轨枕间距：1.0m；碴面距轨面高度120㎜。轨道及道床参数表（单位：㎜）轨道型号轨距轨道与巷道中心线距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度排水孔径排水孔间距22㎏/m600㎜0mm240㎜200㎜160㎜1.0m15～40(㎜)50㎜20m第五节巷道排水沟按设计要求巷道施工永久水沟，先期只施工毛水沟，规格：400×300mm，临时水沟距耙斗机30米时施工永久水沟，水沟掘砌最大距离30m，永久水沟规格：200×200mm，砌筑厚100mm，抹底厚100mm。水沟必须严格按中心、腰线进行施工（具体见断面图）。第六节巷道管线布置一、巷道风、水管永久管道：1、压风、供水管采用焊有法兰盘进行连接的2寸铁管。2、管路沿巷道右帮敷设、距底板高度不小于100㎜，下部采用自制的管架垫上，所铺管路必须平直，接头紧密，不得出现漏风、漏水现象。二、临时管道：工作面耙斗机至迎头压风管使用2寸配合1寸橡胶管；供水管使用6分橡胶管。三、电缆、通讯、照明、监测线等敷设方式及电缆钩的固定等：电缆吊挂：电缆吊挂在巷道前进方向的右帮，1-1断面变电所进风巷距巷道底板高度为1.8m，2-2断面变电所内距巷道底板高度为1.4m，必须采用标准3钩电缆挂钩，电缆挂钩间的距离为2.0m；安设电缆挂钩时，所打的电缆吊挂眼深度不得小于0.4m，安装的电缆挂钩必须灌水泥砂浆固定。通讯、照明、监测线的敷设方式及固定：通讯、照明、监测线敷设在电缆线同侧上方，距电缆线的距离不得小于0.3m。使用同一电缆挂钩吊挂。四、风筒吊挂及出口到工作面距离：风筒吊挂在巷道的南帮，巷道施工时在巷道南帮距顶板0.5m位置按深度不小于0.3m的打风筒吊挂眼，眼距：5m；风筒吊挂时，先用一段8号铁线卷在木楔上，将木楔同铁线一起打入风筒吊挂眼内，再将铁线从风筒的吊挂孔中穿过并拴牢。2、岩巷掘进时风筒末端距工作面距离不得大于8m，揭露煤层时风筒末端距工作面距离不得大于5m。第四章施工工艺第一节施工方法确定巷道施工方法：巷道采用普通钻爆法进行施工。巷道开口施工：1、开口前，必须对开口点20m范围进行洒水消尘，防止粉尘飞扬。2、开口前，必须检查并加固开口点前后10m范围的原有支护，对失效支护及时补打。3、开口施工每次放炮前，必须将开口点40m范围的电缆、开关、风、水管等进行移设和有效保护，以防崩坏。4、开口施工必须执行浅打眼（1.0m）、少装药（不大于400g）、分次爆破（先掏槽，后辅助眼、周边眼），每孔使用一个水炮泥，炮眼剩余部分使用黄泥填实。5、开口爆破前必须检测爆破点20m范围的瓦斯浓度，只有瓦斯浓度小于0.8%时才准进行爆破。6、巷道开口施工5m内，必须有队干现场跟班作业，全面负责安全及工程质量。巷道施工顺序：+1220m二采变电所进风联络巷→+1220m二采变电所→+1220m二采变电所回风联络巷→+1220m二采变电所收尾施工设备平台和缆线沟等。四、硐室的施工方法：+1220m变电所施工无需施工其它硐室。第二节凿岩方式确定凿煤（岩）方式和凿岩机具、数量等：1、采用7655型风钻打炮眼。2、凿岩机具、数量：风钻：7655型2台；钎杆2根；备用数量：7655型风钻2台，钎杆2根。描述巷道掘进施工，不同的钻爆、耙装、运输方式等：（一）巷道施工及钻爆：1、采用普通钻爆法进行施工。2、采用掏槽，垂直楔形掏槽；掏槽眼在巷道中下部，周边眼口距巷道轮廓0.12m，眼底超周边线。附图4-2-8炮眼布置见炮眼布置三视图（1：50）：（二）耙装及运输：采用ZYP-17耙斗机扒碴，1T矿车装碴，8T电瓶车运输。1、工作面放炮后，先对爆落的煤（岩）洒水降尘并及时移设临时支护至掌头，确认安全后进行出装货。2、耙斗机装车后，人力推车至+1220m二采石门内临时存车点，由运输使用8T蓄电瓶机车经+1220m运输大巷—+1220m一采石门—+1220m排矸平硐—+1220m地面排矸场进行翻矸。3、每次装货后必须将耙斗机两侧及后方的浮碴清理干净。三、不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩（煤）、通风、设备型号、数量及布置方式及防止炮崩等措施。1、湿式打眼所用的风、水管在距工作面30m范围使用软管。2、打完眼后的所有机具全部收回放置到距放炮地点50m外的临时存放材料处码放整齐，软管必须盘放好。3、所用的信号和照明灯、综保必须安全防爆，不得出现失爆现象。4、靠近工作面20m内的风筒必须加以保护，以防崩坏。凿岩机具及参数表序号机具名称型号数量动力配套方式备注1风钻76554风2台使用、2台备用2钎杆Ф3742根使用、2根备用3搅拌机TJ91风1台使用第三节爆破作业一、爆破条件：巷道断面、顶板、通风方式、瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。1、巷道断面：1-1断面掘进宽度：2.86m；掘进高度：2.563m；墙高：1.6m；拱高：0.963m；掘进断面积：6.735m2；净宽度：2.8m；净高：2.533m；墙高：1.6m；拱高：0.933m；净断面积：6.55m2。2-2断面掘进宽度：4.66m；掘进高度：2.963m；墙高：1.4m；拱高：1.563m；掘进断面积：12.257m2；净宽度：4.6m；净高：2.933m；墙高：1.4m；拱高：1.533m；净断面积：11.645m2。2、通风方式：局部通风机压入式通风。3、瓦斯含量：低瓦斯。4、掏槽方式：垂直楔形掏槽。5、周边眼与设计轮廓线的关系：1-1断面周边眼口距周边线0.11m，底眼口距底板线0.1m，顶眼口距巷道顶板0.1m；2-2断面周边眼口距周边线0.13m，底眼口距底板线0.1m，顶眼口距巷道顶板0.13m。6、循环进度：1.275m。7、炸药种类：煤矿许用乳化炸药。8、雷管种类：毫秒延期雷管，雷管段数：Ⅰ～Ⅳ。9、炮眼利用率：85％。10、炸药消耗量：1-1断面25.17㎏/m，雷管消耗量：30个/m；2-2断面31.83㎏/m，雷管消耗量：38个/m。二、爆破说明表：1-1断面眼号眼深（m）炮眼角度装药量（kg）雷管断数爆破顺序水平倾斜1-61.777°90°63530.2=6ⅠⅠ7-191.590°90°133430.2=10.4ⅡⅡ20-391.5帮：86°帮：90°203430.2=16ⅢⅢ顶：90°顶：86°401.590°86°13530.2=1ⅣⅣ合计:33.42-2断面眼号眼深（m）炮眼角度装药量（kg）雷管断数爆破顺序水平倾斜1-41.780°90°4×5×0.2=4ⅠⅠ5-101.774°90°6×5×0.2=6ⅡⅠ11-431.590°90°33×4×0.2=26.4ⅢⅡ44-621.5帮:85°帮90°19×4×0.2=15.2ⅣⅢ顶:90°顶85°63-731.590º86°11×4×0.2=8.8ⅣⅢ741.590°86°13530.2=1ⅣⅢ合计:61.4三、爆破说明：1、联线方式：串联；2、装药结构：正向不偶合连续装药；3、全断面是否一次起爆：1-1断面一次起爆；2-2断面分次起爆4、是否采用光面爆破：采用光面爆破。四、放炮警戒：在所有能够到达爆破点的巷道内设置警戒，且遵循直巷大于150m，拐直角弯巷道大于100m的原则进行设置警戒。开口警戒设置在：（1）+1220m二采变电所开口点+1220m降段石门以西150m远外的安全处；（2）+1220m二采石门进入降低石门交叉口处东、西两侧100m远以外的安全处；五、附图4-3-9炮眼装药结构示意图第四节装载与运输一、确定装载与运输方式：1、耙斗机装岩，人力推车，至+1220m二采石门内临时存车点，由运输使用8T蓄电瓶机车经+1220m运输大巷—+1220m一采石门—+1220m排矸平硐—+1220m地面排矸场进行翻矸。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1耙斗机ZYP－171距掌头6～40m卡轨器、托钩、钢丝绳耙装6～40m三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。1、矸：采用耙斗机装货，人力推车，电机车运输。2、材料、设备：电机车运输配合人力搬运。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：耙斗机装碴时，严禁人员运送物料进出工作面，必须是在耙斗机停止运转时方可进行运输物料进出工作面。五、装载与运输各工序安排、与其它工序协调等。1、工作面放完炮后必须先用长柄工具找尽顶、帮的伞檐、浮石，将临时支护延至掌头，确认安全后方准进行倒碴出货，出货前，对爆落的煤（岩）进行洒水降尘。2、工作面倒碴时，工作面不得有人。3、耙斗机装碴出货需和工作面打眼进行平行作业时，必须确保耙斗机挂滑子处距工作面作业人员处有5m远以上的安全距离，否则严禁平行作业。4、运输路线：工作面（人力推车）→+1220m二采石门临时存车点（电机车运输）→+1220m运输大巷→+1220m一采石门（电机车运输）→+1220m排矸平硐（电机车运输）→+1220m地面排矸场。第五章生产系统第一节掘进通风一、选择通风方式：1、采用局部通风机压入式通风。2、风筒敷设方式：风筒吊挂在巷道前进方向的右帮，风筒必须采用反边罗圈接法距工作面掌头的距离不大于8m，吊挂平直，不得出现破口，逢环必挂。3、供风距离：100m~200m。二、掘进工作面风量计算：掘进工作面实际需要风量，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。（一）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q=100qk=100×2×0.25=50m3（二）按炸药使用量计算：1-1断面一次起爆量计Q=25A=25×33.4=835m3/min（三）按最多工作人员数量计算：Q=4N=4×18=72m3/min根据计算风量为：915m3/min，由于在实际中无法满足，故采用延长排放炮烟时间确定风量：Q=20/t×915=20/90×835=185m3/min（四）风机选型：选用FBD-6/2×11KW对旋轴流式局部通风机，局部通风机的实际风量计算：Q=Q局Ikf=300×1×1.4＝420m3185m3/min<420m3/min。实际供风量大于所需风量。（五）掘进工作面风量验算：1、按最低风速验算。Q≥9S净＝9×7.115＝64.035m3/min2、按最高风速验算Q<240S净=240×7.115＝1707.6m3/min3、按掘进工作面温度和炸药量验算：最大炸药量为33.4kg，温度16～22℃，查表掘进工作面需要风量Q=80m3/min。4、有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯不得超过1％；其它有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。75×P瓦/Q掘≤1％＝75×0.25％/185≤1％＝0.00103％≤1％根据验算，实际供风量满足施工要求。三、根据掘进工作面风量计算和验算。选取适合要求的局部通风和风筒。根据风量计算和验算，决定选用FBD-6/2×11KW对旋轴流式局部通风机。风筒为阻燃、抗静电柔性风筒，风筒直径为600mm。四、局部通风机安装规定：风机安设在+1220m二采石门内与+1220m二采降低石门交叉口处往东20m远以外的新鲜风流中。五、确定放炮后通风时间计算：放炮通风时间为90分钟。六、局部通风机和压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等；1、距工作面不大于50m范围安设覆盖全断面的喷雾装置；2、距工作面60m~150m范围内由通风科安设一组隔爆水袋，必须按200升/m2的水量进行安设，其数量必须符合《煤矿安全规程》的规定。3、KJ90NB甲烷传感器设在：（1）距工作面迎头不大于5m的回风侧，距顶不大于300mm，距帮不小于200mm；（2）安设在巷道回风口处+1220m二采降低石门内与24-1煤层回风上山交叉口往东10~15m处。PAGE55附图5-1-10通风系统示意图：第二节掘进压风一、确定掘进工作面压风源，用风设备名称、型号，同时使用台数、备用台数。掘进工作面的压风源由地面主压风机提供，工作面用风设备有：风钻各2台，备用风钻2台，搅拌机一台。二、计算最大总耗风量；2.9×2＝5.8(m3/min)三、采用地面压风时，施工压风管道的接入点及管径等；用移动压风设备时设备：名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。采用地面矿压风房的空压机供风，压风管的接入点在2.5m绞车下部车场，+1220m轨道暗斜井→+1220m南翼运输大巷→+1220m二采石门→+1220m二采降低石门接至工作面。主压风管管径为4寸无缝钢管，至工作面的风管为2寸无缝钢管和2寸橡胶管。压风设备和用风设备表设备名称型号规格风压（Mpa）台数（台）风量（m3/min）气腿式凿岩机76550.4～0.622.9搅拌机TJ90.4912.9附图5-2-11压风系统示意图：第三节瓦斯防治一、超限报警设备、报警系统安设方式、超限报警处理程序等：1、瓦斯超限报警设备为KJ90甲烷传感器，超限报警浓度：≥0.8%；断电值：≥0.8%；复电值：＜0.8%。2、报警系统的安设方式：由于本矿属于低瓦斯矿井，瓦斯传感器距工作面迎头不大于5m。另在距回风口10m～15m的位置安设一台瓦斯传感器，并保证所安设的传感器灵敏、可靠。3、超限报警汇报顺序：掘进工作面瓦安员→向矿调度、通风科调度、安监科汇报→由监测队组织人员现场处理。第四节综合防尘一、说明防尘供水水源、水量、水压及管路系统，安设除尘风机、水幕、隔爆水袋、降尘设施个数及位置；掘进机内、外喷雾装置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水、净化风流、个体防护等综合防尘措施。1、防尘水水源来自+1600m静压供水池→2.5m绞车下部车场→+1220m轨道暗斜井→+1220m南翼运输大巷→+1220m二采石门→+1220m二采降低石门→+1220m二采变电所工作面。2、采用湿式打眼，每班作业前，必须对工作面20m范围进行洒水、消尘。3、施工单位每周必须对工作面及巷道进行消尘一次，作业人员要加强对浮货的清扫，不得有粉尘堆积和飞扬。4、每次放炮后出碴前，必须对爆落的岩石洒水消尘。5、作业人员佩戴防尘口罩，加强自我保护。6、每个炮眼必须使用一个水泡泥。附图5-4-12供水、防尘系统第五节防灭火一、说明相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。相邻采区、相邻煤层、邻近巷道未发生过火灾。二、说明巷道施工防灭火的措施、要求。1、敷设完整的消尘系统，各种设施灵敏可靠，并保证有足够的水量；施工中定期对巷道进行冲洗和消尘，按规定安设隔爆水袋和喷雾装置。2、每次放炮出碴前必须对爆落的岩石洒水降尘。3、巷道施工中使用阻燃材料。4、放炮母线不得出现失爆，电气设备安全防爆，杜绝失爆，避免产生明火花。第六节安全监控一、说明瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传感器、掘进机装载机甲烷断电仪、装载点、运输巷、进回风流安装甲烷传感器，便携仪式甲烷报警仪、瓦斯断电浓度、报警浓度。1、工作面的瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传感器、便携式甲烷报警仪的瓦斯报警浓度为：≥0.8%；断电值：≥0.8%；复电值：＜0.8%。2、回风流中的瓦斯自动检测报警断电装置、甲烷传感器、便携式甲烷报警仪的瓦斯报警浓度为：≥0.8%；断电值：≥0.8%；复电值：＜0.8%。二、掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统，说明设置瓦斯报警浓度和断电浓度及断电范围，瓦斯探头安设地点及放炮期间对瓦斯探头的保护等措施。1、掘进工作面瓦斯浓度不得超过0.8％，只有在0.8％以下才能进行作业。2、甲烷传感器一组安设在工作面回风侧，距掌头不得大于5m，距帮不得小于200mm，距顶不得大于300mm，另一组安设在巷道回风口处+1220m二采降低石门内与24-1煤层回风上山交叉口往东10~15m处。3、回风流中的瓦斯报警浓度为0.8％，断电浓度为0.8％；工作面的瓦斯报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8％。断电范围为：断电范围为工作面和回风流巷道中非本质型安全电气设备。4、掘进施工中每次放炮前必须由瓦安员将甲烷传感器移至安全处并加以保护，以防崩坏。5、炮后由瓦安员和班组长及时将甲烷传感器移至掌头，距掌头不大于5m。附图5-6-13安全监测仪器仪表布置示意图：第七节供电一、选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型：1、电压等级：660V；2、双电源专用变压器独立供电。3、防爆设备的选型：4、进线开关：KSJ-315/0.69KVA变压器2台；KBZ-400真空磁力开关2台；KBZ-200，2台；QBZ-80F，1台；QBZ-80，2台。二、计算电力负荷和选择电缆等：2、电力负载：W总＝17＋22＝39（KW）3、电缆选择：主干电缆：25mm2；耙斗机电缆：16㎜2；操作开关线2.5㎜2。供电设备和使用设备表序号设备名称型号数量额定功率电压等级用途备注1变压器KSJ_315/660-690KVA2315KV660V掘进供电2耙斗机ZYP_30117KW660V装货3风机FBD-622×11KW660V供风供电电缆表序号电缆名称型号长度（m）电压等级用途备注1橡胶电缆25㎜2200660V电源主干线2橡胶电缆16㎜2200660V耙斗机附图5-7-14供电系统示意图第八节排水一、预测掘进工作面最大涌水量。二、确定排、疏放水方式、选择排水设备型号，管路规格、临时水仓的地点和容积、排水路线等内容。该巷道掘进中，顶、底板均为隔水层，距采空区和小窑破坏区较远，周围无积水区，不存在水患。采用永久水沟自然流水的方式排水，排水路线为：+1220m二采变电所工作面水沟→+1220m二采降低石门→+1220m二采石门→+1220m南翼运输大巷→+1220m运输大巷→+1220m一采石门→+1220m排矸平硐→+1220m地面污水池。第九节运输一、材料、设备等运输方式、运输路线、设备型号等。1、材料、设备运输：+1220m地面厂房→+1220m水平一采石门→+1220m运输大巷→+1220m南翼运输大巷→+1220m二采石门→+1220m二采降低石门→+1220m二采变电所掘进工作面。2、矸石运输：+1220m二采变电所工作面→+1220m二采降低石门→+1220m二采石门→+1220m南翼运输大巷→+1220m运输大巷→+1220m一采石门→+1220m排矸平硐→+1220m地面排矸场。第十节照明、通信和信号一、照明灯和信号灯：该工作面无需安设绞车、信号、照明设施。二、通讯：采用井下防爆型专用电话，距离工作面不大于150米三、提升、运输、转载信号的种类和用途：提升、运输、转载信号均用井下防爆型电铃。用途：传递信号。第六章劳动组织及主要经济指标第一节劳动组织1、作业方式：巷道掘进采用“三八制”（一天3班，每班8小时）。2、劳动组织：一班二班三班轮休合计班长111每班轮休2人3副班长1113打眼工2226把钎工1113放炮员1113耙斗司机1113推车工44412合计11111139第二节循环作业根据掘进工艺流程、循环作业方式（日、班循环个数）、循环进尺，编制正规循环作业图表。采用正规循环作业，提高工时利用率。1、掘进工艺流程：交接班→安全检查→打眼→装药、联线→放炮、通风→安全检查及临时支护→锚杆支护→出碴。2、班循环个数：1个循环；日循环个数：3个循环。3、循环进尺：1.2m。4、正规循环率：80%。正规循环作业图表：第三节技术经济指标主要经济技术指标表3、技术经济指标:序号项目单位指标备注1每班在册人数人132每班出勤人数人113出勤率%854循环进度ｍ1.25直接工效ｍ/工0.116班进度ｍ1.27正规循环率%808非正规循环率%209月进度ｍ86.410炸药消耗量㎏/ｍ1-1断面27.82-2断面51.211雷管消耗量个/ｍ1-1断面33.32-2断面61.712坑木消耗量ｍ³/ｍ0.113水泥消耗量㎏/ｍ26314石子消耗量ｍ³/ｍ15河砂消耗量ｍ³/ｍ1.116速凝剂消耗量㎏/ｍ17锚杆消耗量根/ｍ1-1断面3.52-2断面5.518金属支架架/ｍ19水泥背板块/ｍ第七章安全技术措施第一节一通三防安全技术措施1、局部通风机管理规定：（1）局部通风机入井前，必须由机电部门检查验收，合格后方可入井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行达半年以上的必须升井检修。（2）局部通风机各部件完好不变形，安全防爆，设专人挂牌管理。（3）风机安设必须配齐风电、瓦斯闭锁等，风机必须采用三专“专用开关、专用电缆、专用变压器”供电。风机安设必须是同等功率的双风机，并能正常切换，当正常运转中的风机出现问题，备用风机能够保证正常启动，每天必须进行一次风机切换实验，确保工作面正常通风。（4）风机安设前，通风队必须对风机安设地点巷道内的风量进行风量调整，以确保该巷道内的风量大于通风机的吸入风量。（5）局部通风机必须安设于架上，距地面不小于300mm。（6）必须配有瓦斯电闭锁、风电闭锁和综合保护装置，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风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；待故障排除，回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；每7天至少进行一次甲烷风电闭锁试验。（7）因检修、停电或其他原因风机停止运转时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源，恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有当局部通风机及其开关附近10m范围的风流中瓦斯浓度小于0.5％、停风巷道内的瓦斯浓度小于0.8％时，方可由专职电工人工启动风机。（8）严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于90°时要设弯头，一台局部通风机应用同一直径的风筒，发现破口要及时修补或更换。（9）风筒的安装和使用必须符合下列标准：①风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。②风筒无破口，靠近工作面20m除外。③风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。④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采用直径500mm钢管制成，长度不小于5m，风筒连接时要双反压边，吊挂必须平直。（10）一台局部通风机只准向一个掘进工作面供风，严禁使用3台（含3台）局部通风机同时向1个掘进工作面供风，不得使用1台局部通风机同时向2个作业掘进工作面供风。（11）局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量、有效风率和瓦斯等内容。（12）每天进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。2、瓦斯管理：（1）保证工作面正常供风，岩巷风筒末端距工作面不得大于8m，过煤层风筒末端距工作面不得大于5m，风筒拐弯处圆滑、逢环必挂，风筒不漏风。（2）严格执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制。（3）瓦安员不得有假检、漏检及空班等现象。（4）工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁作业，所有人员撤至全风压安全地点，且切断工作面电源，但不得停风。（5）工作面爆破点及其附近20m内风流中瓦斯浓度达到0.8%（6）工作面及其巷道内体积大于0.5m³的空间瓦斯浓度达2.0%时，附近（7）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备必须在瓦斯降到0.8%以下后方可通电启动。（8）严格执行炮眼布置、装药量、炮眼装填的规定。（9）对高冒地点，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。3、监测监控：（1）队干、班长下井时，必须携带便携式瓦检仪，对该掘进工作面内的瓦斯进行不间断监测，如有报警现象（报警值：0.8℅），必须进行处理。（2）瓦安员在井下爆破时必须在爆破地点严格进行“一炮三检”工作，并做好记录。（3）当班班组长下井时必须携带便携式瓦检仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内的回风侧，当瓦检仪报警时，停止工作，并进行处理。（4）机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦检仪，在检修工作地点20m范围内检查瓦斯浓度，当瓦检仪报警时，不得通电或检修。（5）KJ90NB甲烷传感器设置在距工作面5m处，且必须在回风侧，距顶不大于300mm，距帮不少于200mm。同时在距巷道回风口10～15m处设置一组KJ90NB甲烷传感器，距顶不大于300mm，距帮不少于200mm。（6）每班放炮时，探头应有可靠性保护措施。或由瓦安员移设到安全防护地点。放炮后及时按要求移回规定位置。（7）KJ90NB探头报警、短电浓度值必须符合规定，任何人不得随意调动设定值。其报警值：≥0.8℅，断电值：≥0.8℅，复电值：＜0.8℅。断电范围为掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。（8）瓦安员必须每班至少检查2次工作面及其巷道回风流中的瓦斯浓度。（9）监管瓦斯监测探头的专职人员必须按规定定期其进行校正；当瓦斯监测探头受到损坏时，必须立即向通风区汇报处理。4、防治粉尘：（1）掘进工作面必须有完善的洒水系统，+1220m二采变电所开口掘进50m后安设一组覆盖全断面的喷雾装置，幷随着巷道的掘进进行移设喷雾装置；距+1220m二采变电所开口点往外（东）+1220m二采石门内60m~150m处安装隔爆水袋。（2）必须采用湿式钻眼。每孔使用水炮泥2个，其余用粘土炮泥填满。（3）做到放炮喷雾，即爆破工连线结束后即开启移动水幕装置进行喷雾，爆破结束后关闭。（4）定期冲洗岩帮，每周一次。（5）出矸前，用1寸胶管对岩堆进行洒水。（6）防尘水源来自地面静压水池。用2寸铁管和1寸胶管接入工作面。（7）施工过程中，铺设的2寸铁管每隔50m安装一个三通阀门，铺设在巷道墙角。并设置一道移动水幕，移动水幕距工作面不大于50m，水幕距顶不大于300mm，并能覆盖全断面。（8）管内水源充足，严禁有管无水。5、防灭火措施：（1）严禁带烟火及穿化纤衣服入井。（2）所有电气设备必须防爆，杜绝失爆现象。电缆连接严禁出现“鸡爪子、羊尾巴、明接头”等，并吊挂整齐。（3）严禁不完好矿灯、发爆器、放炮母线入井使用，严禁在井下私自拆卸矿灯。（4）严禁使用发爆器以外的电源做起爆电源。（5）严禁放明炮、糊炮及连珠炮。（6）严禁使用雷管脚线补接放炮母线。（7）严格执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制。（8）所有电气设备必须防爆，杜绝失爆现象。（9）井下因检修所使用过的棉纱及易燃物品必须及时带出井下。（10）工作面必须配有0.2m3第二节顶板管理安全技术措施1、开工前，必须加强开口位置前后10米范围的原有支护。2、严格执行“敲帮问顶”制度（工作面必须配备找长顶棍等敲帮问顶工具），仔细检查顶、帮的围岩情况，处理尽活矸、危石，确保安全施工。3、严禁空顶作业，最大控顶距不超过1.4m，各工序必须在有临时支护或在永久支护的掩护下作业。4、顶板破碎时，必须采用锚网喷的方式支护顶板。5、发现顶板压力大、顶板离层、听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有作业人员，待压力稳定后，由外向里进行顶板维护，并根据顶板情况加密锚杆的支护数量，另报专项措施。6、找顶工作必须遵守下列规定：（1）找顶工作应有2名有经验的人员担任，1人找顶，1人观察，找顶及观察人员必须站在安全地点，且不得站在上山方向。（2）开口位置找顶工作应从支护完好的地点开始由上往下，平巷找顶必须由里向外，先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁有其他人员。（3）找顶作业人员戴好手套，用长把工具找顶时，应防止矸石顺杆而下伤人。（4）顶、帮遇有大块断裂矸石或离层时，应先设置戴帽点柱后，再随裂隙，层理慢慢找下，不得硬刨强挖，点柱使用Φ200mm的新鲜优质圆木，帽子长度600mm，Φ160mm的半圆木制。7、如遇地质构造发生冒顶，在处理冒顶区段时，施工队队长、瓦安员必须现场指挥，并有专人观察顶、帮的安全情况，发现有漏顶、片帮预兆时，要将所有人员立即撤至安全地点。8、处理过程中，瓦安员要随时检查瓦斯情况，有问题要立即撤人，并采取有效措施进行处理。9、如遇顶板有淋水，必须停止作业并向矿调度汇报，经地测部门核实无问题后，方可施工。第三节爆破安全技术措施一、钻眼：1、打眼时，必须掌握好炮眼的深度及角度，保证放炮后两帮呈平直状态。2、打眼时必须及时将电缆及风筒吊挂眼打好，保证电缆、风筒吊挂平直。3、需要开帮进行处理的地方，必须严格按照浅打眼（0.6～0.8m）、少装药（150g）、放小炮（每次1～2个眼）的规定执行。4、打眼与装药严禁平行作业。5、工作面钻眼施工时必须搭设好牢固可靠的作业平台。6、眼打完后，必须及时将风水管盘放，严禁乱扔乱放。7、风钻打眼施工必须遵守下列规定：（1）打眼工必须按炮眼布置图进行，掌握好眼位、眼深及角度。（2）领钎工必须使钎头落在实处，如眼位处有活矸，必须先行处理。（3）推进风钻不得用力过猛，也不得横向加压。（4）严禁骑在气腿上打眼，必须站在风钻侧面打眼。（5）风水管必须绑扎牢固，以免脱落伤人。（6）风钻给风由弱到强，严禁开钻即给足压风。（7）严禁在旧眼、残眼内或在煤（岩）裂隙中打眼。8、下列情况应立即停止打眼进行处理：（1）工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时。（2）巷道赤红、挂汗、空气变冷，出现雾气、水鸣水叫、淋水增大，顶板来压、底板鼓起或产生裂隙涌水，水色发浑，有臭味，打眼顶钻等透水征兆时。（3）顶板压力大，片帮严重，支护未跟上时。（4）打眼中突遇压力水从钻孔流出时，应立即停钻撤人，并不得抽动或拔出钻杆。（5）眼内有瓦斯涌出，有响声、瓦斯浓度超限时。（6）抵抗线小于0.3m时。（7）打眼无水时。8、打眼工应和放炮员紧密配合，搞好安全生产，确保爆破效果。9、打眼工作顺序；准备→检查→处理→打眼操作（试钻→开眼→钻进→排粉）→工作结束。二、装药、放炮：1、装配引药必须在顶板完整、支护完好、避开电缆、电器设备以及导电体的安全处进行，严禁坐在火药及雷管箱上加工引药。2、抽出单个雷管时，应拉住前端脚线抽出，严禁拽住管体及脚线硬拉。3、必须用竹、木棍扎眼，严禁使用雷管扎眼，雷管必须从药卷顶部插入，严禁斜插或绑在药卷上。4、每次做完引药后，必须随即将雷管脚线扭结成短路。5、必须在打完眼后才能装药，每孔必须使用一个水炮泥。炮眼剩余部分用黄泥填实，并将雷管脚线悬空，且扭接短路。6、装药必须严格按照《煤矿安全规程》第327、328、329、331条的规定执行。7、放炮钥匙必须由放炮员随身携带，放炮器由瓦安员携带，不得转借或交与他人；瓦安员只有在检查作业地点20m范围及回流中的瓦斯浓度小于0.8%后，才能将放炮器交给放炮员放炮。8、放炮母线必须使用1.5mm2的电缆线，不得使用固定母线；每次放炮前、后，必须将放炮母线扭结成短路。放炮器与放炮母线的连接端必须装入铁箱内并加锁锁住，每次放炮后都必须将放炮母线的连接端放入铁箱内并锁好。9、班组长必须在清点人数并确认警戒区域内无人后才能通知放炮员放炮；放炮员在得到放炮通知后随及发出放炮警号，至少再等5秒钟才能放炮。10、每次放炮后，必须待烟尘吹尽，顶板稳定后，作业人员才能进入，找净帮、顶的伞檐、浮石，打上临时支护，才能出货。11、井下爆破必须执行以下措施：（1）井下爆破工必须是经过专门培训考试合格者担任，并持证上岗。(2）井下爆破工作业时必须严格执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制。(3）工作面采用毫秒延期爆破，总延期时间不得超过130ms。(4）火药、雷管必须分装分运，严禁携带火工品搭乘任何车辆，火工品严禁乱扔乱放，必须分别入箱并加锁。爆破时材料箱必须存放在顶板完好，支护完整且避开机械、电气设备地点。爆破时，爆炸材料箱放在警戒线以外的安全地点。(5）严格执行火工品领退制度。(6）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线，硬拽管体。也不得手拉管体，硬拽脚线。应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管后，必须将脚线扭结成短路。(7）在地质变化带、冒顶区、安全出口等处的顶板破碎、煤层松软、容易冒顶片帮的地段，必须采取“浅打眼、少装药、放小炮”的原则施工。(8）装配引药时，必须遵守下列措施：①必须在顶板完整，支护完好，避开电气设备和导电体，在爆破作业地点附近进行，严禁在爆炸材料箱上装配起爆药卷。②电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结短路。③电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。（9）装药前，必须首先清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷彼此密接。（10）装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破：①工作面空顶距离不符合本作业规程规定或支护不完好，有伞檐浮石。②爆破地点附近20m以内有未清除的碴或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。③爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%。④炮眼内发现异状，温度骤高、骤低，有显著瓦斯涌出，岩石松散透采空区等情况。⑤采掘工作面风量不足。⑥有透水征兆。（11）放炮前，班组长必须亲自派专人在所有通往放炮点的道路上设置警戒。警戒距离：直巷距放炮点：150m；拐90º弯巷道距放炮点：100m。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳，放炮员必须在警戒线外的安全地点进行放炮，警戒人员由班长亲自接送，严禁擅离职守。+1220m二采变电所开口在+1220m二采降低石门内南帮开口，开口爆破作业时警戒位置：①+1220m二采降低石门内往西距开口点150m位置设置警戒；②+1220m二采石门内与+1220m二采降低石门交叉口处东、西两端巷道内距开口点100m远的距离各设置一组警戒。（12）爆破母线和连接线应符合下列要求：①工作面20m范围可以使用铁绑线作为连接线。②爆破母线和连接线、雷管脚线和连接线、脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与导电体相接触。③爆破母线随用随挂，不得使用固定爆破母线。④爆破母线与电缆、信号照明必须分挂在巷道两侧。⑤只准采用绝缘母线单回路爆破。⑥爆破前，爆破母线必须扭结成短路。（13）井下爆破必须使用发爆器做起爆电源。（14）放炮员必须最后离开工作面。（15）发爆器的把手、钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器，爆破后应立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。（16）爆破前，脚线连接工作可由经过专门培训的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工作，只准爆破员一人操作。放炮员接到放炮命令后，必须先发出爆破信号至少等5秒后才准起爆。（17）爆破后，待工作面的炮烟散尽，上岗干部、放炮员、瓦安员和班组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。（18）通电拒爆时，放炮员必须首先取下放炮钥匙，并将爆破母线从发爆器上摘下，扭结成短路，使用毫秒延期电雷管至少要等15分钟后才可沿线路检查，找到拒爆原因。（19）处理拒爆、残爆时，必须在班组长的指导下进行，并应当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，当班爆破员必须现场向下一班爆破员交代清楚，处理拒爆时，必须遵守下列规定：①由于连线不良造成拒爆，可重新连线起爆。②在拒爆炮眼0.3m以外重新打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。③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，严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼方法往外掏。严禁用压风吹拒爆炮眼（残眼）。④处理拒爆炮眼爆破后，放炮员必须详细检查炸落得矸石，收集未爆的雷管。⑤在处理拒爆炮眼完毕之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。（20）严禁放明炮、糊炮、连珠炮。（21）炮眼必须使用水炮泥，每孔1个，其余用粘土炮泥填满。（22）井下爆破还必须严格按«煤矿安全规程»的有关规定执行。第四节防治水安全技术措施1、必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。2、工作面发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现水雾、底板鼓起、产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止一切作业，撤出所有受水患危胁地点的人员，并立即报告矿调度室。带采取措施后方可恢复作业。3、做到巷道无淤泥积水，保持水沟畅通。4、保证+1220m二采变电所耙斗机往外至+1220m南翼运输大巷的永久水沟流水通畅。5、巷道掘进施工过程中，若发现巷道岩层内有渗水，岩层倾向变化和倒转时必须进行先探后掘。6、工作面发生水灾时，人员撤离路线：+1220m二采变电所工作面→+1220m二采降低石门→+1220m二采石门→+1220m二采轨道上山→+1400m四采石门→+1400m运输大巷→2.5m绞车道下部车场→2.5米绞车道上部车场→+1735m石门→+1735m井口→地面。第五节机电安全技术措施巷道施工所用机电设备的管理规定：1、巷道内所有电铃、压扣、电缆、开关上架并排列有序，线路悬挂符合要求。2、漏电保护每天试验一次，各类联锁必须班班检查，发现问题及时处理。3、井下电器设备要完好，电缆连接电缆严禁出现杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头、破口和失爆。4、严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆、电线、5、机电设备检修时，必须切断电源闭锁开关，并挂停电牌，有专人守候。6、机电设备检修需送电时，送电人员确认无人在线路上工作时方可送电。7、严格执行“停送电”制度。严格执行“谁停电，谁送电”的原则。8、其它未提及之处，严格按“机电维护操作规定”中有关规定执行。9、机电必须执行下列措施：（1）井下电钳工必须经培训考试合格者担任。（2）井下设备严禁带电检修或搬运设备（包括电缆、电线）。（3）机电设备检修一律进行断电、验电、放电工作，把开关手把打到“零”位并闭锁，挂上“有人工作，不准送电”牌，且有专人看守。执行谁停电谁送电，不得用电话联系停送电制度。（4）电缆吊挂整齐，不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物体，每100m挂一组电缆标识牌。（5）井下机电设备必须杜绝失爆现象，保持完好。（6）井下电器设备保护接地严格按《煤矿安全规程》的有关规定设好，保护接地阻值必须测定且小于2Ω。（7）井下各种开关必须按实际负荷整定电流，不准随意增大电流整定值。（8）井下各种开关必须上架，离地300mm。（9）井下电缆连接必须做到“三无”。（10）电缆引入装置接线嘴应完整、齐全、紧固，密封良好。（11）井下所有电器设备必须达到“MA”标志。第六节运输安全技术措施（一）耙斗机使用措施：1、耙斗机移设必须有机电或掘进队队干现场跟班作业。2、耙斗机必须固定牢固，上齐卡轨器，并用托钩（施工在墙角）钢丝绳U型卡加固耙斗机。3、耙斗机司机必须经过培训考试合格者担任，并持证上岗。4、耙斗机操作前，必须上好双面防护栏。5、操作前，必须检查耙斗机的牢固情况。完好情况及运转情况，不得带病作业。6、耙斗运行范围内严禁有其他人员作业。7、耙斗操作侧不得存碴.8、不得在锚杆上挂滑子，滑子必须挂在牢固的固定楔楔紧的绳套上。9、不得用耙斗强行耙大块岩石（400mm×400mm块径以上）。10、耙斗机停止时，必须先停电，并取下操纵把手。操作侧安全间隙不小于0.7m，另一侧不小于0.4m。11、耙斗机作业前，甲烷断电仪的探头必须悬挂在耙斗机上方。12、耙斗机使用完后，应把操作手把放在松闸位置，切断电源并卸下手把。13、耙斗机司机必须按《操作规程》及机电编制的专项措施执行。第六节运输安全技术措施（二）人力推车：人力推车必须遵守下列规定：1、推车工必须熟悉作业地点工作范围内的巷道关系，车场、轨道、道岔、坡度、巷道宽度、高度情况及支护状况。2、一人只准推1个车，严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m；坡度大于5‰时，不得小于30m。3、推车时要戴好矿灯，时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物，在坡度较大处向下推车以及接近道岔、巷道口时，推车人必须提高警惕及时发现警号大声喊“车来了”同时要控制好车速。4、严禁蹬车、放飞车。巷道坡度大于7‰时严禁人力推车。5、推车时要手扶矿车端头，不得扶车沿和车帮，不得将头伸进车上，防止挤伤。6、停车时，要用木楔掩住、卡牢。第七节其它安全技术措施1、作业人员每班作业前，必须检查好安全，清理好退路；作业过程中，随时观察顶板及周围情况，发现问题及时处理后，才能作业。2、每班接班及放完炮后,待炮烟散尽后,派经验丰富的作业人员进入工作面首先严格执行“敲帮问顶”，且要求每道工序前均必须执行“敲帮问顶”，只有在找净了帮、顶的伞檐、浮石，确认作业范围内帮、顶无任何问题后，方可进行下个工序作业。3、每班接班及放完炮后，待烟尘散净后，必须由爆破工、瓦安员和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、粉尘、拒爆、