主斜井作业规程文本

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1、主斜井作业规程文本 编号：LCKJ-200901 修文县谷堡乡烂冲煤矿主斜井掘进 作 业 规 程 编制单位:烂冲煤矿 编 制：陈秀省 编制时间:二00九年 三 月 12 日 规程会审记录表 目 录 第一章 工程概况 第二章 地面相对位置及地质情况 一、地面相对位置及邻近采区开采情况 二、煤层赋存特征及地质构造 三、水文地质 第三章 巷道布置及支护说明 第四章 工程施工方法及工艺 第五章 生产系统 一、运输系统 二、通风系统 三、安全监测系统 四、供电系统 五、供水系统 六、排水系统 七、照明及通讯控制系统 八、防灭火系统 九、喷雾洒水系统 第六章 工程质量标准化管理 一、工程质量管理 二、机电

2、设备、机电硐室质量标准 三、工作面文明生产 四、一通三防有关标准 第七章 劳动组织及工作面主要经济技术指标 第八章 工作面灾害防治 一、工作面灾害防治 二、避灾路线 第九章 工作面安全技术措施 第十章 规章制度 一、入井人员持证上岗制度 二、交接班制度 三、顶板管理制度 四、工程质量管理制度 五、机电设备管理制度 六、油脂管理制度 七、事故汇报及追查制度 八、各工种岗位责任制 九、作业规程贯彻制度 第十一章 作业规程学习及考试记录 作业规程编制依据 1、煤矿安全规程（2006版）。 2、国家煤矿安全监察局煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法。 3、烂冲煤矿内部管理制度。 4、掘进工作面技术装备

3、。 5、贵州新思维矿业工程设计评估有限公司修文县烂冲煤矿开采方案设计 6、贵州省地质矿产勘查开发局一五地质大队贵州省修文县谷堡乡烂冲煤矿矿区地质灾害危险性评估说明书、贵州省修文县谷堡乡烂冲煤矿资源储量核实报告 7、贵 州 地 质 工 程 勘 察 院贵州省修文县谷堡乡烂冲煤矿水文地质调查报告 第一章 工程概况 烂冲煤矿位于贵州省贵阳市修文县谷堡乡境内。现欲施工的烂冲煤矿主斜井位于井田中部偏东北部的1采区，与回风井、副斜井平行、为新建井第一个主要开拓巷道；地面开口位置坐标为 （X： 2970251.50，Y： 36353298.62，Z:1212.48），掘进方位 00角为270，倾角25，见煤层

4、后沿煤层倾角掘进。 主斜井主要承担煤炭运输、进风等任务，巷道设计长度为590m，移交生产巷道长度432米，设计都为半圆拱形断面，表土段设计支护形式为料石砌碹，河床及淋水段设计支护形式为混凝土碹，中间基岩段设计支护形式为锚网喷，巷道设计净宽度 223.1m 、净高度3.2m净断面8.89 m，水沟设计掘进断面为0.18m； 2净断面：深*宽为0.4*0.3 m， 表土段设计支护形式为料石砌碹、砂浆充填联合支护形式，料石砌碹厚度：0.4米，砂浆充填厚度：0.075米，基础：宽* 2深0.6*0.5 m，中间基岩段设计支护形式为打锚杆、挂钢筋网、 喷射水泥砂浆联合支护形式，为：20*2000mm螺纹

5、钢锚杆，间排距均为0.8m*0.8m，锚固剂型号CK2335,ZK2360,各一支支/眼; 6.5mm钢筋网，网格100*100mm，混凝土喷射厚度：0.1米，全断面支护。河床及淋水段设计支护形式为混凝土碹，厚度：0.4 2米，基础：宽*深0.6*0.5 m， 附：烂冲煤矿主斜井断面支护图 第二章 地面相对位置及地质情况 一、地面相对位置及邻近采区开采情况 该井筒相对位置属高山地貌，地形切割强烈，高差悬殊。地面标高为1158-1333米，井筒顶板标高为1220.7米，地面建筑 在掘进期间对其无影响。在该巷道东南侧有一由北向南流向的溪沟，存在季节性水流，水量可能增大，但对掘进影响不大，应提前做好

6、排水工作。该巷道地面相对位置存在多个小煤窑老年采空区，对掘进施工可能有影响、有威胁。 二、煤系地层赋存特征及地质构造 井田内煤系地层主要为第四系、三叠系中下和二叠系煤系地层 1、第四系碎屑岩残积、坡积土层，一般具可塑性,厚度薄分布分散。 主要分布于含煤地层露头区及低洼或平坦地段，分布面积不大。由细砂岩、粉砂岩、泥岩等经长期风化、剥蚀后的残积、坡积物，土层厚度不大，缓坡及沟谷中稍厚，土质多为碎石土、砂土、粉质粘土，土体呈松散或半固结状，分选性、胶结性差，土体较松散，透水性较好，土体强度弱，压缩性高，受力后土体沉降量大，边坡容易失稳，巷道在没有掘进至基岩段时，可采取开挖明槽的办法进行施工。 2.

7、含煤地层多以碎屑岩为主，局部夹碳酸盐岩。 碎屑岩以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、铝土岩、煤层为主，多为层状结构，少量碎裂结构；碳酸盐岩以灰岩、菱铁质灰岩为主，厚度普遍较小，多为块状结构，少量碎裂结构。该地层中硅质细砂岩、灰岩、菱铁质灰岩属坚硬岩，力学强度高，遇水时不易软化，因节理裂隙较发育而完整性中等，岩体稳定性中等；钙质细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、铝土岩属中等坚硬岩组，力学强度中等，有一定遇水软化性，岩石完整性较好，岩体稳定性中等；粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层属软弱岩组，力学强度很低，遇水时极易软化，塑性强，岩石完整性不好，岩体稳定性很差，巷道掘至该层段时，易产生顶部塌陷

8、及底鼓、片帮等现象。该地层在地表浅部为中风化及强风化带，岩石容易碎裂，并伴有浅层风化裂隙水出露，而随着深度的增加，风化程度逐渐减弱，岩体稳定性差，工程地质条件不好。 地压：矿区内未发现地温异常，地温正常。 地质构造：地层为单斜构造，倾角10-160，倾向北西；地质构造简单，断裂构造不发育。 三、水文地质 属裂隙充水矿床，水文地质条件中等。施工区域的水主要来自煤层及顶板裂隙水，在掘进过程中会出现淋、滴水现象，对巷道施工有一定的影响；也有可能受到老窑影响和威胁，在掘进过程中必须坚持边掘边探，特别是要重视对工作面及顶板正前方探掘，并注意涌水量观测和确保排水设备正常运转。 四、其它应注意的问题： 要合

9、理确定巷道层位，保证工作面顶板的完整性，同时需加强巷道顶板管理。 第三章巷道布置及支护说明 主斜井开口至365米布置在K3煤层的顶板岩层中，见煤后布置在K3煤层中，为新建井第一个主要开拓巷道；主斜井设计巷道长度为590m，开口位置距首采面回风顺槽、运输顺槽中分别为352、432米。地面开口位置坐标为X： 2970251.50，Y： 0036353298.62，Z:1217.48，掘进方位角为270，倾角25，按中、 腰线施工；巷道顶板标高为1220.7米；主斜井设计断面形状为半圆拱形，设计主要支护形式为打锚杆、挂钢筋网、喷射混凝土联合支护。 一）、主斜井 主斜井设计断面形状为半圆拱形，设计主要

10、支护形式为打锚杆、挂钢筋网、喷射混凝土联合支护。巷道掘进宽度3.3m、掘 2进高度3，4m，掘进断面积9.72m。 支护材料规格可按悬吊理论进行验算： 1、锚杆长度：L=L1+H+L2 =2600+3300(23)+100 =1850mm 取2000mm符合要求 式中:L锚杆长度, mm; L1锚杆锚固段长度,取600 mm; H冒落拱的高度，H=B(2f); B巷道宽度, 3300mm; f围岩的普氏坚固性系数，取3； L2锚杆外露长度,取100mm; 2、杆体直径:d=35.52Qt =35.52109.8400 =17.6 mm 取20mm符合要求 式中:Q锚杆锚固力，109.8KN；

11、t杆体材料抗拉强度400Mpa； 3、锚杆间、排距:M=Q(KRH) =109.8(1.339.80.483) =2.3m 考虑到循环进度和矿方施工经验，间、排距取800800 mm符合要求 式中: K安全系数;取1.3 3 R顶板岩体重力密度;估取39.8KN/m 经以上验算，再由于主斜井断面较大，为了保证安全，根据顶板实际情况，按设计要求每米打11、10根锚杆，按三花（菱形）布置，间隔一排必须成排成行。锚杆锚固力均不小于10T，扭距力不小于100N.m；空顶距小于2米，顶板破碎以及遇地质构造时，短掘短支，按小段多循环方式掘进。 第四章 工程施工方法及工艺 一、施工方案 根据巷道的岩性特征、

12、地质及施工条件，考虑到主斜井的施工工期要求，兼顾安全、优质、快速的原则，根据现场踏勘，巷 道开口处已经进入基岩段，基岩段风化长度估计不超过20米，故确定采用如下施工方案： 1、地表段和表土段采取地基夯填和开挖明槽的方案施工。 2、基岩风化段按表土层永久支护方式进行支护，并采取短掘短支，按小段多循环方式临时支护方式掘进，掘支段长度0.5米，临时支护形式采用料石碹拱部支撑悬臂钢轨（12公斤/米的废旧钢轨4根，）的前探支护方式。临时支护长度达到1米，立即砌料石碹1米，如此循环前进。 3、基岩段炮掘空顶达到1.6-2米时，立即打锚杆进行支护；喷射混凝土与其它掘进工作平行作业（提升矸石与放炮除外），滞后

13、距离不大于30米。 4、每掘进长度达到30米掘一躲避硐。 二、施工方法 1、打眼放炮 打眼放炮采用手持式YT-23气腿式凿岩机型打眼，2号煤矿抗水铵锑炸药爆破，15段毫秒延期电雷管引爆，MFB100型起爆器起爆。 采用光面爆破技术，严格执行作业规程中的爆破图表布置炮眼，掌握好各类炮眼的角度，炮眼的周边眼距控制在650mm以内，确保光面爆破达到各项技术指标。严格按施工图施工，严格按中、腰线检查巷道，使巷道符合设计要求。 打眼前进行安全检查，严格按规定的装药量进行装药，炮眼内装药时必须按炸药、水黄泥的顺序由内向外封口，封泥长度不得小于0.6m，炮泥必须封实，采用正向装药。 装碴选用人工配合耙斗机装

14、车，绞车串车提升运输。 附：炮眼布置图 2、支护方法 1）、料石砌碹及壁后充填： 基础挖出后将，将基础沟内的积水排净，挂好中、腰线，在硬底上铺50mm厚的砂浆（100号，水泥<500号>：砂=1：3.5<体积比>），然后在其上按厚度300mm砌筑料石（200250 300mm），砌筑料石时严禁出现重缝、干缝和瞎缝，横、竖缝要平行、垂直巷道底板；先开始立碹胎（碹胎跨度2640mm,钢材：10槽钢，碹板：杉木或松木301000150mm）搭工作台、砌拱，碹胎必须进行校正并稳固，拱部必须从拱基向拱顶对称砌筑，砌筑时楔形料石必须大头向上，料石靠岩壁面砂浆充填厚度：0.075米，

15、砌筑时给下一碹留下咬合茬，砌至临时支护的四根钢轨时在拱部再做两至四根钢轨做下一碹的临时支护，做好后拆除上一碹的四根钢轨(钢轨长1500mm，悬臂支撑1000mm。)，在砌基础、墙及拱的过程中将碹体和岩壁之间的缝隙用片石充填并浇灌100号砂浆；等拱、墙凝固达到48小时后，拆除并清理、整形碹胎和模板，处理砌碹表面的不足之处。 2）打锚杆和喷射混凝土 支护参数、要求：螺纹钢锚杆，规格为202000mm，托盘1201208mm钢板；端头锚固,采用Z2350树脂锚固剂，2卷/眼，锚杆锚固力均不小于10T，扭距力不小于100N.m；三花（菱形）布置，锚杆间排距800800mm，每排10.5根锚杆，距工作面

16、小于2000mm。喷射混凝土重量配合比： 速凝剂： 水泥（500号）: 砂（粗中混合）: 石子（5-7mm）=0.04：1：2：1.5，喷射厚度：100mm。 施工顺序和方法：放炮和出渣完成后由外向里及时钻装。 锚杆支护施工工序和工艺过程如下：钻锚杆眼装填树脂药卷安装锚杆 （1）钻锚杆眼：顶部锚杆眼施工采用MYT-120C型液压锚杆钻机，钻杆采用B19中空六角钢钻杆，钻头采用D29mm钻头。钻眼前要按激光给定的中心和锚杆布置图定好眼位，并按锚深要求在钻杆上作好标记，然后用锚杆钻机垂直（75）顶底板钻进，钻进达到设计深度后退出钻杆。施工时由外向里逐排钻眼安装锚杆。 （2）装填树脂药卷：锚杆套上托

17、板戴上螺帽，将树脂药卷 2333 插入锚杆眼口，然后用锚杆上端头送入锚杆眼内，再将锚杆尾端套在搅拌杆上用液压锚杆钻机顶至眼底。 （3）安装锚杆：树脂药卷顶入眼底后，锚杆机升压捅破药卷开启锚杆机进行搅拌15s，托板紧贴顶板后停机，等待3040s后开动钻机上紧螺母。树脂达到终凝时间用扳手进行紧固，达到设计扭矩 100 N.，锚固力10T。 掘进过程中如顶板不稳定、离层、局部破碎段要采取临时支护措施加强支护，改变掘支段长度，采用逐米掘支施工方案。如遇地质构造带、煤岩破碎带时,及时与矿工程技术人员联系，以便及时采取与其适应的支护措施和施工方法。 喷射混泥土首先检查喷射机具和风、水、电、管线以及照明防尘

18、设施等，用高压风水冲洗岩面并清除险石，拉线、布桩作明显的喷射厚度标志，严格按操作规程正确使用混凝土喷射机，启动混凝土喷射机调好风、水压先给水后送料，调整水灰比，使喷头尽量与岩面垂直，并与岩面保持1米间距，喷射顺序应先墙后拱，自下而上呈螺旋状轨迹移动，旋转直径以200mm左右为宜。输料管长度20米，喷射机工作风压1.26kg/cm，水压2.26kg/cm，水灰比0.4-0.45，拱部分两层喷射，一次喷射50mm,喷射间歇时间20分钟，墙部一次达到喷射厚度。拌合料一次静放时间不超过15分钟，尽量随拌随用。回弹料墙部不超过10%，拱部不超过15%。 2 2 第五章 生产系统 一、运输系统 1、矸石运

19、输路线：主斜井掘进工作面主斜井井筒地面 2、材料运输路线：地面主斜井井筒主斜井掘进工作面 3、人员入井路线：地面主斜井井筒主斜井掘进工作面 4、人员升井路线：主斜井掘进工作面主斜井井筒地面 二、通风系统 1、通风方式：掘进工作面采用局扇压入式通风 2、局扇安装位置： 安装在主斜井附近，距井口不小于20米处； 3、通风系统 新风：地面局扇经敷设的风筒地面主斜井井筒主斜井掘进工作面； 污风：主斜井掘进工作面主斜井井筒地面 4、风量计算 由于瓦斯涌出量微小，其它有害气体微量。考虑到坚硬岩层震动爆破使用炸药，根据煤矿安全规程的有关规定、参照矿井一通三防管理补充规定，风量按以下计算： 1)、按瓦斯涌出量

20、计算 Q掘1=100q瓦K掘通=1000.652=130m/min 式中：100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值； q瓦瓦斯绝对涌出量 K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2； 2）、按炸药消耗量计算 Q掘2=25A=2515.8=395m/min 式中：25每千克炸药爆炸不低于25 m的配风量； A掘进工作面一次爆破的最大炸药消耗量，取15.8kg； 3）、按同时工作最多人数计算 Q掘3=4N=415=60（m/min） 式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m/min； N掘进工作面同时工作最多人数，取15人； 33333 根据以上计算，取掘进工作面Q掘最大值4

21、00m/min进行风速验算 4)、风量验算 a)、按最低风速验算 Q最小9S掘=98.89=80.01m/min 式中：15岩巷掘进工作面最低风速0.15m/s的换算系数； S掘主斜井断面积，8.89 m b)、按最高风速验算 3233Q最大240S掘=2408.89=2133.6m/min 式中：240岩巷掘进工作面最高风速4m/s的换算系数 S掘主斜井断面积，8.89 m 根据以上计算，主斜井允许最低风速要求风量Q=80.01m/min，允许最高风速要求风量Q最大=2133.6m/min Q最小Q掘Q最大 Q掘满足以上关系，故选取Q掘=400m/min。 5、风筒风阻计算 风筒选用800m

22、m胶质风筒，采用单反边接头，每百米平均风阻值取1.7千缪，根据施工需要设定最长通风距离为700m，此时风筒风阻为R=1.7700/100=11.9千缪。 6、局扇工作风量与工作风压计算 Q局=KQ掘=1.1400=440m3/min H局=RQ局Q掘=11.94404009.807/3600=5705.49Pa 根据计算结果，对照风机性能曲线，选用FBD7.1-230型风机2台，一台工作、一台备用；采用800mm胶布风筒向掘进工作面供风。 6)、风筒出口距工作面距离 LP =5S=58.1 =14.9m 式中：S主斜井断面积，8.89m 风筒出口距掘进工作面距离取15m，为便于生产和确保安全，

23、故 21/21/2333最小2 确定风筒出口距掘进工作面距离为不大于10m。 附：主斜井掘进通风系统图 三、 安全监测系统 1、 安全监测设备型号、数量 掘进工作面设一台甲烷传感器，型号为：KGJ10型; 2、瓦斯传感器的安设地点、报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围 掘进工作面瓦斯传感器 安设地点：悬挂在风筒出口异侧的巷道中，与风筒出风口相齐，距顶板不大于200mm,距帮不小于300mm，距掘进正头小于5米。 报警浓度：1.0CH4 断电浓度：1.5CH4 复电浓度：< 1.0CH4 断电范围:掘进巷道内全部非本质安全型电气设备； 3、具体要求 1）、监测设备之间必须使用专用阻燃电缆

24、连接，与高压电缆分两帮吊挂，吊挂必须整齐，严禁用铁丝吊挂，严禁有失爆现象。监测线需要延线时，必须通知通风队，使其做好记录。 2）、必须实行风电、瓦斯电闭锁。 3）、CH4传感器必须灵敏可靠，通风队每7天必须使用标准气样和空气气样对CH4传感器调校一次，每7天必须对CH4超限断电功能进行测试，并有记录可查。 4）、瓦斯员必须每天使用光学甲烷监测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报矿负责人，当两者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8h内对两种仪器调校完毕。 5）、工作面甲烷传感器的安设必须与工作面风筒延伸同时移动。 四、供电系统 详见“主斜井供电系统图”。 五

25、、供水系统 井下施工用水利用矿区河流水源，潜水泵抽供至DN50钢管，供水压力不低于1.2MPa，不大于1.5MPa，供水量不小于15m/h。供水压力不足时增加管道泵加压。 工作面供水路径如下： 地面供水管路主斜井供水管路主斜井掘进工作面各用水地点。 六、排水系统 掘进工作面的涌水自流到最低处，用潜水泵排到在主斜井躲避硐处施工的小水仓，由安装在躲避硐处的离心泵经敷设的排水管路排至地面。 排水管路路径： 小水仓安装的离心泵主斜井排水管路 地面 排水设备选用BQS20-7.5型潜水泵和DF48-195离心泵；排水管路选用DN100焊管。主斜井每掘进60米，离心泵间隔一个躲避硐向主斜井掘进工作面前移6

26、0米，排水管续接60米。 七、照明及通讯控制系统 1、照明系统 主斜井工作面配电点及安装离心泵的躲避硐分别安设防爆灯一盏。 2、通讯系统 地面项目部办公室、掘进工作面及安装离心泵的躲避硐分别设置程控电话进行通讯联络。 3、信号系统 主斜井设置行车不行人，行人不行车，车动人躲避声光信号进行联系。 八、防灭火系统 3 配电点、安装离心泵的躲避硐、绞车房各配两台4kg干粉灭火器、一个0.2m沙箱防灭火。 九、喷雾洒水系统 在供水管路每100m设置一个三通闸门，用洒水管路定期对巷道进行洒水消尘、冲洗巷道积尘。 第六章 工程质量标准化管理 一、工程质量管理（同时执行烂冲煤矿斜井质量验收规定，如有冲突，按

27、烂冲煤矿斜井质量验收规定执行） 1、质量标准 3 工程质量标准执行煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT500994）。具体要求如下： (1)基岩掘进分项 A、基本项目 a巷道宽度：中心左右允许偏差0+200mm。 b巷道高度：中心上下允许偏差0+250mm。 （2）锚杆支护分项 A、保证项目 a锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构必须符合设计要求。 b树脂锚回剂的材质、规格、配比、性能必须符合设计要求。 B、基本项目 a锚杆安装：安装牢固，托板密贴壁面，未接触部位必须楔紧。 b锚杆的抗拔力：最低值不小于10T。 C、允许偏差项目 a锚杆间排距：800800mm，允许偏差100mm； b

28、锚杆孔深：1950mm，允许偏差0+50mm。 c锚杆角度：锚杆方向与井巷轮廓线（或岩层层理）垂直，允许偏差15。 d锚杆外露长度：露出托板，20 mm外露长度50mm。 2、工程质量保证措施 1）、工程质量目标：承建工程的工程质量的合格率达到100%。 2）、工程质量保证措施 (1)、认真贯彻执行国家有关质量法规，严格执行煤矿井巷工程质量检验评定标准和矿山井巷工程施工及验收规范及业主有关工程质量的管理规定。 (2)、建立完善的质量管理机构，建立健全各项管理制度，配备专业技术管理和质量管理人员，强化现场工程质量管理。 (3)、建立健全各级领导和各岗位工种的质量责任制，严格落实其质量责任。 (4

29、)、认真运行ISO9001质量管理体系，严格控制施工过程和管理过程。 (5)、加强职工技术培训，提高操作技术水平，保证工程质量。 (6)、加强职工队伍的质量思想教育，全面提高职工的质量和责任意识 (7)、严格按施工设计图和作业规程要求施工；特殊情况需变更时，必须及时向甲方报批后执行。 (8)、巷道掘进时，必须沿激光指向掘进，掘进尺寸不得超过允许偏差。 (9)、树脂药卷装填和搅拌严格按作业规程要求执行。 (10)、锚杆眼位要按设计位置定位，间排距不得超过允许偏差。 (11)、锚杆安装要用专用工具，扭矩和锚固力达到设计要求。 (12)、定期进行锚杆的预紧力、锚固力检测，施工中严格执行自检、互检和旬

30、检制度。 (13) 、加强支护材料的采购质量控制，严格执行进场和使用前检查制度，不合格材料严禁使用。 (14)、一但出现质量隐患要及时进行处理，上道工序不合格下道工序不得进行施工。 二、机电设备、机电硐室质量标准 、正常使用设备都必须编号挂牌，责任明确到人。 、每班次都必须保证设备在生产过程中正常运转和良好的工作状况，发现问题及时组织处理，并向队里汇报。 、设备的日常维护必须配备专职的机械、电气检修人员，并经过专门技术培训，取得合格证。设备按照检修制度和完好标准维护，责任落实、承包到人。 、不同型号、不同用途的油脂要使用专门容器和专用加油工具。 、检修过的机械、电气设备必须符合完好标准，并认真

31、填写好记录。 、所有运转工必须每班填写设备运行记录。 、设备安装在顶板完好、无淋水的位置；开关必须上架，摆放整齐。 、各主要设备上必须按要求设置灭火器，并定期检查灭火器是否失效。 三、工作面文明生产 、作业场所必须实行综合防尘。 、胶带运输机铺设要平、稳、直，皮带不跑偏，托辊齐全有效。 、胶轮车运输要符合规程有关规定。 、通风系统合理，风筒吊挂整齐，逢环必挂，不漏风，工作面风筒不落地，风筒口距工作面距离不大于10米。 、掘进工作面和巷道内杂物要及时进行清理。 、巷道内无杂物、无淤泥、无积水（淤泥、积水连续长度不超过5m，深度不超过100mm）；材料、工具码放整齐有序，挂牌管理；管线敷设平直、整

32、齐，符合规定。 、作业场所设置有施工断面图，巷道布置图，避灾路线图，供电系统图，供排水系统图、正规循环作业图表、瓦斯牌板和局扇管理牌板。 、工作面机电设备按维修制度定期检查维修，达到完好、保护齐全，电气设备消灭失爆。 9、加强顶板管理，及时支护，严禁空顶作业。 四、“一通三防”有关标准 、工作面要采用局扇压入式通风。 、风筒吊挂距顶板100mm，距帮100mm，逢环必挂，风筒 吊挂要平、直、稳，风筒界面严密无破口、无反接头，且要反压边。 、风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不拐死弯。 、电气设备、油脂集中处，应符合防火的有关规定，并配备2个4kg干粉灭火器和1个0.2m3灭火沙箱。 工作面按煤矿安

33、全规程、煤矿安全质量标准化标准有关要求设置隔爆设施。 6、掘进工作面瓦斯传感器悬挂在风筒出口异侧的巷道中，与风筒出风口相齐，距顶板不大于200mm,距帮不小于300mm。 7、必须设专人负责对CH4传感器调校和CH4超限断电功能的测试，确保CH4传感器灵敏可靠，并有记录可查。 第七章 劳动组织及工作面主要经济技术指标 一、劳动组织 1、劳动组织形式： 为了便于施工组织和管理，考虑到该工程设计要求、施工工期、井下巷道布置特点及施工要求，确定采用综合掘进队劳动组织形式，施工队设置生产班二个、机电维修班一个。 生产班设置爆破工、支护工、绞车司机、机电维修工、排水、 巷道清理等工种。主要完成掘进、锚杆

34、支护、矸石运输、排水、巷道清理等工作。机电维修班设置机电、通风、运输等工种，主要完成生产系统和施工设备的安装及维护、供排水管路及风筒延接、物料运输等工作。 劳动力配备详见主斜井掘进劳动力配备表。 2、工作制度 采用“三.八”制作业，两班半生产、半个班检修。 3、掘进工作面循环方式及月进尺 掘进循环方式：采用正规循环作业，小班多循环方式。 循环进尺1.4m，小班1个循环、圆班3个循环，循环率按80%考虑。月进尺：S=1.433080%=100m。 4、施工方式：顶部支护与爆破、出矸采用顺序作业，其它工序采用平行作业。 5、施工工期：4个月 二、工作面主要经济技术指标 工作面主要经济技术指标详见工

35、作面主要经济技术指标表。 工作面主要经济技术指标 第八章 工作面灾害防治 一、工作面灾害防治 1、水灾防治 1）、工作面设置的排水泵和排水管应经常检查，保证完好，以便能随时投入使用。 2）、巷道排水采用在主斜井掘进工作面和主斜井躲避硐处施 工的小水仓安设的水泵进行排水。 3）、严防突水事故的发生，注意观察顶板和煤壁，如果发现岩层发潮发暗、巷道或岩壁出汗、顶板淋水加大、底板突然涌水、工作面温度降低、空气变冷、产生雾气、听到“吱吱”的水叫声、有害气体增加，并有臭鸡蛋气味等现象时，应立即停止工作，撤出人员，查明原因，并向项目部、调度室汇报。 4）、对水仓等集中排水点应根据巷道和工作面涌水量及时合理安

36、排集中排水，使水仓积水及时排出。 5）、水灾防治应做到有疑必探、先探后掘。 2、火灾防治 1）、巷道范围内发生岩层温度升高，或有煤油味时，要及时洒水降温，严防发生火灾。 2）、作业时使用过的油棉纱、废纸要及时装箱回收，井下不得存放煤油、汽油、变压器油。 3）、施工中发现有自燃发火预兆时，要立即向调度室汇报，以便及时采取防范措施。 4）各配电点、绞车房要配备灭火器材，设有沙箱，并悬挂两台4kg干粉灭火器和一个0.2m3的沙箱，并保持完好，以便发生火灾时应急。 5）、严禁将烟火带入井下。 6）、杜绝电气设备失爆，严禁供电电缆有鸡爪子、羊尾巴、明接头出现。 9）、主斜井钢丝绳的底托辊必须转动灵活。

37、10）、掘进工作面发生电气及其它火灾或瓦斯、煤尘爆炸时，工作人员必须立即切断电源，撤出工作面。在力所能及的情况下，立即组织人员按照煤矿安全规程规定的灭火方法灭火，灭火人员必须佩戴好自救器、使用灭火器灭火，同时向矿有关部门汇报。 3、瓦斯、煤尘防治 1）、瓦斯检查人员必须持证上岗，每班瓦检员要对作业场所进行不少于两次检查，并做好原始记录，填好瓦斯牌板；若发现瓦斯浓度超限，责令立即停止工作，撤出工作面所有的人员，切断工作面电源，并及时向队矿有关部门汇报。瓦斯员必须进行口对口交接班。 2）、瓦检员每班必须对风机的运行情况及风筒吊挂情况进行巡回检查，发现问题及时处理或向有关管理人员汇报。 3）、加强通

38、风管理和综合防尘工作，工作面必须装设风电闭锁装置，局扇严格执行双风机双电源制度、必须装设电源自动切换装置，同时设好电气设备的三大保护系统。 4）、供水管每隔100m及各转载点设一个消尘三通阀门。 5）、掘进机必须有完备的内外喷雾系统（供水压力不低于 1.2MPa，不高于1.5MPa），作业时严格按规定使用。 6）、必须及时清除巷道中的浮矸，清扫或冲洗沉积岩尘，确保巷道无沉积尘和岩尘飞扬。 7）、为防止揭穿煤层发生瓦斯、煤尘爆炸危险，应在主斜井及工作面设置隔爆水棚。 8）、工作面的主要隔爆设施水量为3500升，辅助隔爆设施的水量不少于1800升。 9）、隔爆水袋的间排距为1.23.0米，主要隔爆

39、水棚的长度不得小于24米，辅助隔爆水棚的长度不得小于12米。 10）、首列水袋与工作面距离保持60200米范围内，在工作面与水棚之间的联络巷内必须设置辅助隔爆水棚。 11）、水袋距巷道顶部及两帮的间距不得小于100mm,距巷道底板高度不得小于1.8米。 12）、水袋设置在巷道直线段内。 13）、吊挂水袋的挂钩采用8号铁丝制作的大于75度斜勾吊挂，水袋二边的掩蔽钩应相向吊挂。 14）、分组时，每组同一规格，成线拉紧。 15）、水袋吊挂好后，要做到横竖成线，不准有参差不齐现象；隔爆水棚应保持水量充足，外观完好、干净整洁，并在隔爆水棚上挂统一的管理牌板。 4、顶板灾害防治 1）、现场工作人员在井下发

40、现顶板有异常、条件有变化时，应及时将情况汇报队领导，并有权责令停止工作，采取措施处理。 2）、入井支护材料必须符合规程规定，对于不合格的支护材料，不得入井使用。 3）、每班必须严格执行敲帮问顶制度，并且派两名有经验的老工人担任。一人找顶，一人观察，找顶人员必须站在有支护的安全地点，使用专门工具进行敲帮问顶，同时保证退路畅通。 4）、跟班队干部和班长要深入现场，及时检查顶板存在的问题，及时予以排除，确保井下安全生产。 5）、坚持正规循环作业，严禁空顶作业；严格按照规程要求控制空顶距离。 6）、掘进过程中如顶板不稳定、离层、局部破碎段要采取临时支护措施加强支护，改变掘支段长，采用逐米掘支施工方案；

41、如遇地质构造带、煤岩破碎带时,及时与监理工程师、工程技术部联系，以便及时采取与其适应的支护措施和施工方法。 二、避灾路线 1、如工作面发生水、火、瓦斯、煤尘、顶板事故时避灾路线如下： 主斜井掘进工作面 主斜井 地面 2、抢救路线与避灾路线相反 3、发生以上事故时，当班队班长应迅速带领人员按避灾路线撤离危险区，并及时、准确的将现场情况向调度室汇报 附：主斜井避灾路线图。 第九章 安全技术措施 一、顶板管理及支护安全措施 1、顶板管理安全措施 1）、严格执行现场交接班制度，每次交接班时上班必须将现场的主要生产情况、安全方面应注意的事项及未处理完的安全隐患向下班交接清楚。 2）、接班后首先检查上班工

42、程质量、巷道围岩及支护情况，发现问题及时处理好后方可向前施工。 3）、严格执行敲帮问顶制度。每次进入工作面前，跟班队长必须对工作面顶帮安全情况进行一次全面检查，确认无不安全隐患后方可进入工作面进行进行工作；打眼前、支护前必须由有经验的工人站在安全地点用专用工具及时找净危岩、浮矸；迎头施工时必须设专人观察顶、帮围岩情况，防止片帮、掉顶伤人。 4）、严格按作业规程规定的要求组织施工，空顶距不得超过作业规程规定的距离，锚网支护必须紧跟迎头，严禁空顶作业。 5）、工作面支护严格按由外向里的顺序逐排进行支护，严禁由里向外或从中间向两边进行支护。 6）、锚杆支护的间排距必须符合作业规程的规定，顶板完整时锚

43、杆按设计布置，顶板较差时应适当加密，并减少顶板悬露面积、缩短顶板暴露时间。 7）、锚网支护时每循环进尺不超过2.0m，顶板破碎时掘一米支护一米。 8）、每班必须派专人检查行人路线巷道支护及围岩情况，发现锚杆失效时应及时补打锚杆；发现顶板下沉情况严重，两帮位移量加大时应及时撤出工作面全部人员进行处理，并采取在巷中补打锚索或其它支护方式加强支护。修复支护时必须坚持由外向里逐段进行，修复合格后方可进入工作面作业。 9)、安全质量检查员、技术员、监理工程师要加强锚杆锚固力的检查，锚固力不得低于设计的要求，临时支护应做到有效承载。 10）、过断层、集中应力区、冒落带等事故多发地段，必须编制补充安全技术措

44、施，报有关部门批准后由跟班队长现场指挥实施。 2、支护安全技术措施 1）、打眼前必须进行“敲帮问顶”，钻眼时应按事先确定的眼位标志处钻进。 2）、锚杆眼应做到当班眼当班锚，打一个锚一个。 3）、锚杆眼必须按规定的深度打眼，不得打穿皮眼或沿顺层面或裂隙缝打眼。 4）、锚杆钻机必须三人配合作业，一人操作机具，一人观测顶板换钎杆，一人拉油、水管。 5）、打眼人员要在钎杆上做好标记，以保证打眼深度。 6）、所有人员要爱护施工机具，支护完毕后，及时将机具移出工作面，并用塞子将接口处封堵；不得随意摔、砸、磕、碰。 7）、安装锚杆时要首先检查锚杆眼的方向、深度、平直度是否符合设计要求，如不符和必须重新补打。

45、 3、顶板离层观测 1）、为了监测顶板离层活动情况，必须设顶板离层观测仪，顶板离层观测仪沿巷道中线布置，在切眼中部150米安设一个，安设质量必须符合顶板离层观测仪的安装要求。 2）、在顶板不稳定、离层、局部破碎段及地质构造带等特殊地段应增设顶板离层观测仪，以使及时监测顶板离层活动情况。 二、过地质构造安全技术措施 1、提前做好预测预报工作，根据预计可提前调整巷道坡度，以尽量减少破岩石量，尽快通过断层。 2、断层前后10米范围内应加强支护，适当缩小锚杆锚索间排距，锚杆间排距缩小为500mm。 3、过断层前后应加强顶板管理，严格执行敲帮问顶制度，短掘短锚，要求支护紧跟迎头，严禁空顶作业。 4、加强

46、支护质量管理，杜绝失锚，锚索紧跟迎头，巷道为全断面挂网支护。 5、过断层期间，加强防治水工作，根据涌水量预测，提前做好排水准备工作，备好水泵及排水管路， 坚持执行“有疑必 探，先探后掘”的探放水原则打超前钻探放水，发现水情，及时向调度汇报处理。 6、加强通风及瓦斯管理，风筒出口距迎头不超10米，不得随意停开局扇。 7、加强施工中腰线管理，以尽快通过断层。 8、巷道过断层、破碎带或其它地质构造带时必须根据现场情况及时另行编制专门安全技术措施。 三、放炮安全技术措施 对局部构造带等地段，为确保掘进安全，以及在主斜井躲避硐处施工小水仓时，岩层部分要采取放震动炮措施： 一）、爆破主要技术参数 1、使用

47、2#煤矿许用硝铵炸药、15段毫秒电雷管、MFB-100发炮器起爆。 2、采用正向装药，每孔装药量不大于450g。 3、炮眼深度不大于1.8米。 4、采用不燃性的粘土炮泥封实，封泥长度不得小于600； 二）、钻眼安全注意事项 1、钻眼时，必须严格按给定的中线、腰线确定眼位，不得超欠挖。 2、采用放震动炮前进时，对局部构造带等地段，钻眼掏槽采用水平楔形掏槽；主斜井躲避硐处施工小水仓时，掏槽方式根据现场情况确定。 3、炮掘打眼时，在开眼时必须使钻头落在实体岩石上，如有浮矸必须先排除后开眼。 4、钻眼时，严禁在残眼内钻眼。钻眼时为避免断钎伤人，推进凿岩机或煤电钻不要用力过猛，更不要横向用力，凿岩时钻工

48、应侧面持钻并站稳，钻机前严禁有人工作，应随时提防突然断钎。 5、必须采用湿式凿岩，严禁干打眼。 三）、安全技术措施 1、爆破工作必须由专职爆破工担任，爆破工必须持证上岗。放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。 2、爆破工必须把炸药、电雷管、引药分开存放，严禁乱扔、乱放。 3、爆破材料箱必须放在顶板完好、支护完整、无淋水、避开机械、电气设备和导电体的地点。 4、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，必须将其脚线扭结成短路。 5、装配引药前，爆破工应到工作面了解炮眼个数，根据需要确

49、定装配引药数量。 6、装配引药时，必须在顶板完好、支护完整、无淋水、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行，装配引药只准爆破工一人操作。严禁坐在爆炸材料箱上装配引药。 7、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。 8、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成短路。 9、装药前，首先必须清除炮眼内的煤岩粉，装药时必须用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，但炮眼内各药卷必须彼此密接。 10、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分必须用不燃性的粘土炮泥封实，封泥长度不得小于600，无

50、封泥或封泥不足的炮眼严禁爆破。 11、装药前和爆破前，必须检查顶板、支护、通风、防尘和瓦斯等情况，发现问题及时处理好后方可装药和爆破。 12、放炮前将机械设备退出工作面5m以外，并将放炮地点附近20m范围内的水管、油管、电缆、油泵等进行遮挡保护好后方可放炮。 13、放炮母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与金属管、金属网、皮带输送机等导电体相接触。 14、放炮母线要妥善地挂在巷道侧帮上,并且要和金属物体、电缆分开至少30cm以上距离。放炮母线应随放随用，用完即收。 15、爆破前爆破母线必须扭结成短路。井下爆破必须使用矿用防爆型发爆器，严禁用明电起爆。

51、16、爆破工必须最后一个离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。爆破工在接到命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s后，方可起爆。 17、加强放炮设岗工作，放炮前由带班队长安排专人在有可能通往放炮地点的各通道设好警戒，所有人员全部撤到安全地点后方可放炮。放炮时躲炮距离直线段不小于100m，曲线距离不小于80m。 18、警戒撤除由安排设岗的带班队长负责，警戒未撤除前人员不得进入警戒范围内。 19、放炮后，必须由带班队长、放炮员、瓦斯员一起检查放炮地点，发现问题及时处理好，确认无不安全隐患后，人员方可进入工作面工作。 20、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理

52、完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。 处理拒爆时，必须遵守下列规定： （1）、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 （2）、在距拒爆眼0.3 m以外另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起爆药卷中的电雷管。不论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。 （4）、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。 （5）、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 21、严格执行炸药、雷管领用、清退制度，当班领用、消耗量必须由带班班长

53、会同放炮员一起核实签字后清退。 22、其它按煤矿安全规程有关规定执行。 四、机电管理安全技术措施 1、绞车司机、水泵司机、电气维修工、机械维修工等特殊工种必须经过专门培训、考试合格并取得相关证件的人员担任，并持证上岗，按章操作，严禁非本机司机操作设备。 2、电气设备必须保证完好，各种保护必须齐全且严禁甩掉不用，杜绝失爆、各设备应包机到人，专人负责维护，并做好检修维护记录。 3、设备检修应先停电、后工作；严禁带电检修、搬迁电气设备，带电倒运电缆。 4、电气设备的检查、维护和调整，必须由电气维修工进行。停送电必须有停电报告，并经矿有关负责人审批，停送电严格按规定操作，停电必须由检修电工亲自操作并闭

54、锁、挂停电牌，并必须由本人摘牌，多家共同停电也必须都挂停电牌，并由最后摘牌者送电，严格执行“谁停电谁送电”制度。 5、电缆应悬挂整齐，且与风、水管路分挂在巷道的两侧；与风、水管在同一侧时，必须在其上方0.3米以上，通信和信号电缆应与电力电缆分挂在巷道两侧，如条件限制，挂在一侧时，应敷设在电力电缆上方0.1米以上的地方。 7、严格按照机电设备、机电硐室质量标准进行管理。 8、机械设备停机时，必须停放在支护完好的安全地点，并且所有操作手把都打在关闭的位置，若遇停电，也要将各手把打在关闭位置，待送电后再重新开机。 9、所有用水设备必须坚持“开机先开水，停机先关水”的原则，严禁无水作业和停机不停水。

55、五、工作面“一通三防”安全技术措施 1、局部通风机管理安全技术措施 1）、局部通风机必须实行“三专两闭锁”供电，即专用开关、专用变压器、专用线路。必须装有风电、瓦斯电闭锁装置。 2）、通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距回风口不得小于10m。 3）、局扇安装高度必须与风筒相平。 4）、任何人不得随意停、开局扇，确因检修，停电等原因停电、停风时，应有停电、停风计划，经矿总工审批后按规定时间操作，杜绝无计划停电、停风；停电、停风时，要撤出人员，切断电源，设置栅栏、揭示警标。 5）、掘进工作面必须装设二台完好的局部通风机，并装设自动切换开关，一台工作、一台备用。 6）、必须安排专人定期对局扇进

56、行维修、保养，保证局扇正常运转。 7）、局扇每次启动时，应先点动两次后再正常开启，确保局扇风压逐步增大，以减小对风筒的损坏。 8）、工作面必须装有风电、瓦斯电闭锁装置，同时设好电气设备的三大保护系统。 2、风筒管理安全技术措施 1）风筒吊挂应平、直、稳，无脱节、破口漏风现象，弯道应使用骨架风筒，风筒不得随意挖洞。风筒逢环必挂，逢洞必补，迎头风筒不得落地，严禁出现反接头、跑漏风现象，拆安设备、 运输物料时应注意保护。 2）风筒出口与工作面距离不得超过10m。 3）必须使用绝缘、阻燃材料的风筒。 3、掘进工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20m以内

57、风流中瓦斯浓度过到1.0%时，严禁爆破。 4、掘进工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。 5、掘进工作面及其它巷道内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。 6、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。 7、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。 8、瓦斯检查员每班对掘进工作面及其回风流中、电动机及其开关地点的瓦斯检查不少于2次，如出现瓦斯异常或过断层等构造带时，应随时检测瓦斯浓度。 3、临时停风安全技术措施 1）严禁随意停风和无计划停电，停风时及时撤出人员，切断电源，挂警示牌。 2）、局部通风机因检修或故障停止运转时，必须及时撤出供风区内的所有人员，切断电源，在恢复通风前，必须先检查瓦斯，只有停风区中高斯浓度不超过1.0%、二氧化碳浓度不超过1.5%，局部通风机及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时方可人工开启局部通风机，恢复通风。 4、通风安全监测监控系统正常运行安全技术措施 本矿井为低瓦斯矿井，为了确保通风安全，及时了解工作面 3 瓦斯涌出动态，制定监测监控安全技术措施： 1）、断