1、第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称、位置及相邻关系本作业规程所掘巷道为 4-3煤 2302运输顺槽，位于 4-3煤回风大巷西侧。二、巷道用途用于 4-3煤 302工作面回采主运服务。三、巷道性质本巷道为顺 4-3煤层沿煤层底板向下 900mm掘进巷道。四、设计施工长度、服务年限4-3煤 2302运输顺槽设计长度为 1191.00m。服务期限：至 4-3煤 302工作面回采结束。计划开工时间：2012 年 月 日断面（m2）工程名称设计工量（m）拨门方位()坡度()支护形式 掘 净开工日期第二节 编写依据一、编写本规程依据1、 煤矿安全规程及煤矿掘进操作规程2、 聚隆煤矿煤炭资源整合实施方
2、案开采设计3、 聚隆矿业有限责任公司煤矿储量检核说明书二、经过审批的设计及批准时间本规程所掘巷道施工的依据是聚隆煤矿 4-3煤 2302运输顺槽开凿平、剖、断面图 ，批准的时间为 2011年 12月。三、地质说明书本规程所掘巷道地质资料的依据是聚隆煤矿揭露实测的地质资料。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一、巷道对应地面标高该巷道对应地面标高为+1128m+1208m，巷道标高为1075m+1080m 。对应地表于阴弯梁一带，地貌为山峰和沟谷，无民房建筑，无大的水体及河流。二、与邻近巷道位置关系该巷道与 4-3煤回风大巷相连，掘进对临近工作面无影响。2302运
3、输顺槽1191.002550000锚杆11.3 11.3三、煤尘及煤层的自燃区内各煤层均属低变质烟煤，煤尘爆炸指数远大于 10%，煤尘具有爆炸的危险性。在煤层开采及掘进过程中，应引起足够重视。根据还原样燃点与氧化燃点之差值T1-3及还原样燃点 T1判断，各煤层属易自燃着火煤层。四、地温区内地温情况正常，属“无热害区” 。五、水灾随着上部煤层的不断开采，采空区面积逐步增大，空区内积水相对增多，故在掘进过程中要严格遵守“有疑必探，先探后掘”的原则。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（f）4-3煤层全区分布，位于延安组第二段中部，地表未出露。煤层一般厚度 1.281
4、.60m，平均 1.44m，厚度变化不大，属稳定的全区可采薄一中厚煤层。4 -3煤层结构简单，一般不含夹矸；底板标高10701089m，埋深 17622m；距下部 4-4煤层平均间距 13.38m。附 2-1-3 主要可采煤层特征一览表煤层编号煤层厚度（m）最小最大平均煤层结构煤层间距（ m）最小最大平均可采程度3-1 2.603.342.90结构简单，一般不含或局部含一层夹矸。局部可采40.9445.1343.074-2 2.923.733.24 结构较简单，一般含一至二层夹矸。 基本全区可 采12.7224.4716.204-3 1.281.601.44 结构简单，一般不含夹矸。 全区可采
5、4-4 0.700.940.83结构简单，一般不含夹矸。8.8815.3213.38 大部可采31.4940.1036.385-2 2.745.684.39结构简单，一般不含或局部含一层夹矸。全区可采2、煤与瓦斯涌出情况根据 2008年 1月 2日陕西省煤炭工业局对 Z19整合区内神木县麻家塔乡大河湾煤矿等 4个小煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（陕煤局发20082 号）：瓦斯（CH 4）相对涌出量为0.631.86m3/t，绝对涌出量为 0.300.54m3/min；二氧化碳（CO 2）相对涌出量 2.184.90m3/t（见表 3-7） ，均为低瓦斯矿井。四、巷道围岩分类巷道为半煤岩巷，下部
6、 900mm为泥岩，围岩分类为类。第三节 地质构造整合区内岩土体工程地质大致分为三大类型五个岩层组，第一类为土质岩类，包括有黄土及红土组构成的土层；第二类为软弱岩类，包括有烧变岩组和煤岩组；第三类为半坚硬岩类，包括有粉砂岩、泥岩互层岩组和砂岩组。一、巷道岩层产状要素我矿井田范围内 4-3煤层为近水平煤煤层。二、该区域岩石普氏分类及系数根据张家峁井田勘探资料分析，整合区内各煤层顶底板以粉砂岩为主，泥岩次之，局部为细粒砂岩，岩体较完整，属不稳定较稳定型（） ，局部为稳定型（） 。第四节 水文地质一、含（隔）水层和水文地质勘探类型（一）含（隔）水层水文地质特征1第四系全新统冲积层（Q ）孔隙潜水含水
7、层al4仅分布于考考乌苏沟两侧河漫滩及一级阶地上，厚 210m，水位埋深 15m。据张家峁井田勘探资料，单位涌水量 0.405L/s.m，渗透系数 5.2m/d；水质为 HCO3NaCa 型，矿化度 0.42g/L，为中等富水含水层。2第四系全新统风积沙（Q ）孔隙潜水含水层eol4分布于区内北部梁峁上，厚 210m，风积沙结构松散，孔隙大，透水性强，仅在低洼地带易形成孔隙潜水，区内未见泉水出露，为弱富水层。3第四系中更新统离石组（Q 2l）孔隙潜水含水层广布于区内梁峁区，为浅黄灰色亚粘土及亚沙土，一般厚515m，夹数层古土壤和钙质结核层，柱状节理发育，其下有上新统红土层存在时，在雨季可形成上
8、层滞水，但很快便以泉及潜流的形式排泄殆尽；在缺失红土层的地段，于低洼处及沟脑部位常与风化带潜水构成统一的含水层。总之，黄土层仅局部含水，水量微弱。4新近系上新统保德组（N 2b）红土隔水层出露于沟脑两侧，一般厚 530m，红土均一致密，可塑性强，透水性差，是区内良好的隔水层。5侏罗系中统延安组（J 2y）裂隙潜水含水层主要由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成若干韵律层，含水层为砂岩，但其裂隙不甚发育，富水性较差，为弱含水层。据张家峁井田勘探资料，单位涌水量一般为 0.000430.0011L/s.m，渗透系数 0。0.000250.020m/d。水质为 HCO3CaMg 或 ClCaMg型，矿
9、化度 0.280.73g/L。6烧变岩含水层区内 3-1煤层烧变岩广布于中部和北部， 4-2 煤层烧变岩分布范围小，仅位于东北角。烧变岩中裂隙孔洞大，利于地表水、大气降水的渗入和地下水的流泄，其厚度一般 1530m。区内烧变岩位于黄土梁峁区，受补给条件限制，含水量少，仅在局部地形低洼、隔水底板凹陷地段含有裂隙孔洞潜水。（二）水文地质勘探类型区内地质构造简单，断裂不发育，为以裂隙含水层为主、富水性极弱的水文地质条件简单矿床，即二类一型。第三章 巷道断面及支护第一节 巷道布置12302 运输顺槽长 1191.00m，自 4-3煤回风大巷（37439985.2620 ，4323723.3350）点处
10、以 2550000方位施工，巷道沿煤层底板（起底 900mm）掘进。2断面：设计 1-1 断面为矩形，采用锚杆支护，净宽净高=4.8m2.5m，掘宽掘高=4.8m2.5m，S 净=12m 2，S 掘 =12m2。 （见附图- 巷道断面图）4临时供水管距离底板 1.5m，风筒距离底板 2m，均吊挂在巷道右帮（面向迎头） ；电缆距离底板 1.8m，电缆钩间距 1m，吊挂在巷道左帮。5巷道平面布置示意图：见附图-巷道平面布置图。第二节 矿压监测一、监测内容每施工 3040m 做一组锚杆抗拔力试验。二、监测及抽查方法做锚杆抗拔力试验时，一组中只要有一根锚杆锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，
11、须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆前后 10m 巷道全部检查并补打。第三节 支护设计一、巷道永久支护1.支护设计根据巷道围岩性质和矿井已施工的巷道受压及变形等情况，巷道采用锚杆支护。2.支护材料18mm1800mm 左旋无纵筋螺纹钢端头锚固锚杆、MSK23/50 树脂药卷、120mm120mm 刚托盘。3.支护参数锚杆垂直岩层层面或巷道轮廓线，间、排距为 900mm，锚杆间排距偏差不超过100mm，锚杆外露长度不大于 50mm，不小于15mm。4.最大空顶距永久支护（锚网支护）距离碛头最大不得超过 2m。5.锚固力锚固力不小于 100KN。见附图-锚杆支护说明图第四节 支护
12、工艺（一）锚杆安装1锚杆安装工艺（1）在临时支护下先打正顶锚杆孔，并安装好锚杆，接着打两边锚杆孔和其余锚杆孔，并安装好锚杆。打锚杆时，必须打一个锚杆孔后立即安注好一根，严禁将全部锚杆孔打好以后再进行安注。锚杆施工由外向里，逐排进行，即先打第一排然后打第二排。 。（2）打锚杆眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理，锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于 15。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，钻孔深度允许误差不超过 50mm。(3)安装锚杆前，应将眼孔内的积水、煤（岩）粉用压风吹扫干净。吹扫时，操
13、作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后将锚固剂送入眼底。随后将锚杆插入眼内，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。开动煤电钻旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转大于 35s后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽。12min 后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆安装应牢固，螺帽紧固有力，托板边方向与巷道方向尽可能保持一致，避免歪斜。2锚杆孔施工应遵守以下规定：(1)锚杆孔孔深和角度应符合设计要求，孔向应垂直巷道顶板或顶板岩层层理，轴向偏差在 15以内。(2)顶部锚杆采用顶板锚杆机钻孔，帮部采用风锤钻机帮锚钻机钻孔。(3)锚杆间、排距严格按
14、设计要求施工，误差不得超过100mm。(4)锚杆端部必须推至孔底，尾端露出垫板长度为 3050mm，露出螺帽不少于三丝。锚杆应尽可能垂直巷道轮廓线的切线或主要岩层面,夹角不小于 75。3锚杆安装应遵循以下规定：(1)锚杆安装要求使用快速接头进行安装，搅拌时间不得低于标准要求；Z 型（中速）锚固剂 2030 秒，K 型（快速）锚固剂1015 秒，严禁不经搅拌将锚杆直接扎入眼底。(2)锚杆安装的预紧力矩：采用快速安装工艺时，螺母的拧紧力矩不应小于 140N.m。(3)上托板时间：K 型锚固剂 5分钟，Z 型锚固剂 15分钟；托板应紧贴巷壁，紧固螺母时，应用扭力扳手拧紧。(4).对锚杆支护巷道每隔一
15、定时间要进行一次巡回检查，对顶板、煤帮失效的锚杆要及时补打，对托板松动的应及时紧固。4严格检查控制锚杆支护材料材质，由于时间过长或受潮已经生锈的锚杆、弯曲变形的锚杆、过期或硬化的树脂锚固剂等不合格材料，严禁使用。5锚杆必须贴顶、帮打，不得打造形锚杆，以增强支护效果，如果需要造型，里面的一层锚杆垫板必须贴岩面打。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、掘进方式采用炮掘法施工。二、施工顺序先从副斜井过 4-3煤平巷点 A0（37439985.262，4323723.335）处以 255方位拔门，于 4-3煤回风大巷贯通后，在 4-3回风大巷点A1（37440015.306，4323731.382）处以
16、 255方位拔门施工到结束。第二节 施工方式一、施工方式采用打眼爆破的方式破岩。1打眼机具：采用煤电钻。2降尘方法：湿式打眼、水炮泥装药、装货前洒水、爆破时使用喷雾，爆破后冲洗巷帮。3.掘进采用普通钻爆法施工，采用煤电钻打眼。爆破采用矿用号水胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，MFB-200 型发爆器起爆。4.每次打眼深度不低于 2m。周边眼眼距严格控制在 400mm范围之内。严格控制装药量，预留光爆层。二、运输方式本工作面煤、矸分装分运，采用 20装载机装煤，由无轨胶轮车直接运到地面。三、施工流程（一） 、凿岩设备及工器具配备电煤钻打眼，配以手镐，铁锤，铁锹，风镐等。（二） 、工艺流程锚杆支护：安全
17、检查打眼装药、联线爆破（煤）安全检查出货（煤） 安全检查临时支护 打锚杆安全检查联线爆破（起底 900mm）安全检查出货（矸石）刷帮成巷。第三节 爆破作业掏槽方式掏槽方式为楔子掏槽法，周边眼与设计轮廓距离为 200mm。爆破器材使用 2#硝胺炸药，药卷规格为 32mm200mm，质量为 150g，段发雷管引爆，MFB-200 型隔爆电容式发爆器引爆。装药结构全部炮眼统一采用正式连续柱状装药，装药是要小心将药卷从炮眼送到眼底，不得装错雷管短号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免炸药受潮。起爆方式爆破网络采用串联法，一次装药必须一次全部起爆。炮眼布置三视图及说明书（见附图、附表）炮眼布置及
18、装药量装药量 角度/（）炮眼序号炮眼名称炮眼长度/米炮眼深/米度 卷/眼合计/kg水平垂直爆破顺序连线方式14 掏槽眼 2.27 2.2 上 4，下 5 2.7 75 78 底眼 2 2 3 0.9 5 56 周边眼 2 2 3 0.9 75 串联912 顶眼 2 2 3 1.8 75 1315 起底眼 2 2 4 1.8 5 二次起爆 合计 29.08 54 8.1 预期爆破效果序号 名称 单位 数量1 炮眼利用率 % 852 每循环巷道进尺 m 1.73 每循环爆破实体煤 m3 15.34 炸药消耗量 kg/m3 0.535 每米炸药消耗量 kg/m 4.766 每立方米雷管消耗量 个/m
19、3 1.027 每米雷管消耗量 个/m 9.188 每循环炮眼总长度 m 29.08第三节 管线敷设1采用打眼埋设螺栓固定电缆钩。2电缆分类吊挂平直、整齐。3电缆钩每隔 1.0m 一个，电缆垂度不超过 50mm。4风水管路接口严密，不得出现漏风、漏水现象。水管距迎头30m 范围内使用高压胶管，30m 外使用 2 寸铁管，要随迎头及时延长，以备迎头正常用水。5风筒逢环吊挂(施工队必须每隔 5m 打一个吊挂眼)，距迎头不大于 5m。6管路吊挂平直、牢固 ，并采取防腐措施。7迎头风、水带和电缆应盘放整齐，煤巷、半煤岩巷距迎头不大于 10m。8管路吊挂整齐；每 50 米标识一处，使用白底红字，并用箭头
20、标注流体运动方向；管卡必须用漆漆成统一颜色：供水管路漆成绿色，供风管路漆成黄色，排水管路漆成银灰色， “一通三防” 管路漆成黑色。9管路采用管路挂钩吊挂整齐；挂钩必须长度一致，采用161000mm 的左螺旋无纵筋等强锚杆配合锚固剂固定在巷道帮部并水平成线，每两个管路挂钩吊挂间距不超过 4m。管路距离底板应符合断面图要求，铺设要平直，管路吊钩应尽量托在管路的接头处，杜绝跑冒滴现象。10管线吊挂整齐，电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂，垂度适当。电缆钩上下固定平直，高差不超过 30mm。巷道内小线达到 2 根及以上时，必须使用白色的小线专用吊皮统一吊挂，间距均匀。第四节 设备及
21、工具配备设备及工具配备表序号 设备、工具名称规格型号 单位 数量 备注1 煤电钻 MZ1.2 台 2 备用 1 台2 开 关 QC8380 台 13 综 保 KSGZ2.5/0.4台 1 备用 2 台4 局 扇 FBCD30KW 台 2 备用 1 台5 铁 镐 G10 部 6 备用 2 部6 无轨胶轮车 WC15/150 台 107 激光指向仪 台 18 20 铲车 台 1第五章 生产系统第一节 通 风一、通风方式及供风距离（一） 通风方式：采用压入式通风。（二） 供风距离：1200m二、风量计算(一) 、按炸药使用量计算Q1=500AK/T=5008.11.3/20=265 m/minA 为
22、一次爆破最大装药量 8.1， K 为通风系数为 1.31.5（取 1.3） ，T 为放炮后通风时间 20min。采用掘进机施工，不进行爆破作业。（二）按瓦斯涌出量进行计算Q2100q 瓦K 掘通/c100*0.43*1.8/1.078 m/min。q 瓦 为瓦斯相对涌出量，K 掘通为瓦斯涌出不均匀和风量备用系数，一般取 1.52.0，取 1.8。C 为工作面回风流中允许的最大瓦斯含量,取 1.0。本矿为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量 0.43m/min。(三) 按人数计算Q3=4n=430=120m3/min 式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；n掘进工作面同时工作的最多人数，取 3
23、0。铲车配风量， 30 马力需风量为 30*4120m /min，第二台配风量为120*0.7590m/min经对照最大需风量：260 m/min（四）按局部通风机的实际供风量计算QQ 局I4000.7280 m3/min（五）风量、风速验算VQ/60/S=280/60/11.30.41(m/s) 根据以上计算，配风量为 260m3/min,按风速验算校核如下： 0.25 m/s0.41m/s4.0 m/s 在允许的最高、最低风速之间，符合要求。所以风量按 260m3/min 确定。三、局部通风机的选型及安装地点（一） 风筒选择选择直径为 500胶质抗静电、阻燃的柔性风筒。（二） 风机选择根据
24、以上计算结果，选用功率为 FBD6/215KW的对旋风机二台，其中一台备用。(根据 FBD6/215KW风机性能，其吸风量为 400 m3/min500 m3/min)，供风量为 280 m3/min。风机实行双风机、双电源自动切换装置。（三） 安装地点局扇位置：设在副斜井过 4-3 煤平巷4-3 煤回风大巷联巷中距巷口10m 位置以外。局扇安装高度距底板不低于 300mm。四、通风系统新鲜风流： 副斜井局扇风筒迎头。乏风流：施工迎头4-3 回风大巷风井地面通风系统示意图(见附图) 第二节 压 风压风系统采用移动螺杆式空压机进行供风，空压机参数为20m3/min。空压机设在联巷或调车硐室内，安
25、装在距工作地点不超过 1000m 位置处。压风管路采用 2 寸钢管，接头用法兰连接。第三节 瓦斯防治1通风部门瓦斯检查员必须加强现场瓦斯检查，严禁空班漏检，弄虚作假，发现瓦斯超限，立即停止该施工地点作业。掘进工作面瓦斯浓度及二氧化碳检查次数每班至少检查三次，查瓦斯的间隔时间要均匀，间隔时间不能过大或过小。2掘进工作面风流中瓦斯浓度达到 0.8%时，必须停止工作；爆破地点附近 20m 以内风流中瓦斯浓度达到 0.8%时，严禁爆破。3瓦斯测定范围：距巷道顶帮底各为 200mm 的巷道空间内的风流。4掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近 20m 以内风流中的瓦斯浓度达到 1.0
26、时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。5掘进工作面及其他巷道内，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。7掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。8在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过 0.8%和最高二氧化碳浓度不超过 1.5%，且局部通风机及其开关附近 10m 以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。9停风区
27、中瓦斯浓度超过 0.8%或二氧化碳浓度超过 1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过 3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。10停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过 3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。第四节 综合防尘一、防尘供水管路由地面高位水池用 3 寸铁管引副斜井过 4-3 煤平巷，再用 2 寸铁管接至距迎头 20m 左右。二、供水管路每隔 50m 应设有单独控制闸阀及软管，用于灭火及防尘。 。阀门必须随时能够正常使用，设置的水阀门严禁随意拆除，损坏的阀门必须及时更换。第五节 防灭火防灭火系统同防尘系统。第六节 安全监控一、便携式甲烷检测报警仪(以下简称便携
28、仪) 的配备和使用1队长、技术员等管理人员下井时，必须携带便携仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(报警点为 1) 必须进行处理。2当班跟班队长、班组长下井时，必须携带便携仪，并悬挂在距迎头 3m 的回风侧，报警时，停止工作并进行处理。3流动电钳工下井时，必须携带便携仪，在检修地点 20m 范围内检查甲烷浓度，仪器报警时不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用1掘进工作面瓦斯传感器设在非风筒侧距工作面5m，严禁悬挂在风筒头和风筒漏风处,报警点为0.8% 、断电点为1.3% 、复电点为0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。2掘进工作面回风甲烷传感
29、器安设在掘进工作面距回风口1015 米，报警点、断电点均为0.8%，复电点为0.8% ；断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。3传感器要垂直悬挂,悬挂位置：距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道壁不小于 200mm，巷道顶板坚固、无淋水地点。洒水时注意保护，严禁淋水。4为保证安全监控仪器设备正常运行。安全监控设备必须定期进行调试，校正。每月至少 1 次，甲烷传感器每 7 天必须使用校准气样和空气样调校 1 次，每 7 天必须对甲烷超限断电功能进行测试。5井下安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障登记表。6通风区监测队必须每天检查安全监控设
30、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与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报检测值班员，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 小时内对各种设备调校完毕。7井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向通风调度汇报。8通风部门安全监控中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态，值班人员必须认真监视监视器所显示的各种信息，详细记录系统各部分的运行状态，负责打印监测报表，报矿长和技术负责人审阅，监测中心值班人员接到报警后，值班人员必须立即通
31、知通风调度和矿调度。9施工单位人员若发现传感仪报警，必须及时撤除巷道内所有的施工人员到进风巷的新鲜风流中，并及时联系瓦检员、安监员，经瓦检员检查无安全隐患，并经同意后方可继续进入巷道迎头施工，严禁强行施工。设备型号及参数见供电系统图。供电系统图(见附图)第八节 排 水巷道施工时，临时排水管路跟至距迎头 20m 后。工作面积水处设 7.5KW 电泵排水，采用 2 寸排水管路排至 4-3煤主水仓，再用11KW 电泵排至地面。确保巷道施工无水患。排水系统：工作面水电泵临时排水管路4 -3煤主水仓地面第九节 运 输1、施工设备及材料用无轨胶轮车进行运输，煤（岩）用装载机装煤，无轨胶轮车运至地面。2、运
32、输路线：施工设备及材料：副斜井副斜井过 4-3 煤平巷4-3 煤回风大巷联巷迎头煤（岩）：迎头副斜井过 4-3 煤平巷4-3 煤回风大巷联巷副斜井地面第十节 照明、通信和信号一、通讯从矿方地面 40 对通讯接线盒用 10 对通讯电缆引至 4-3 煤 10 对接线盒，再从 4-3 煤通讯接线盒引至工作面巷口。工作面的电话可以直接联系到地面和井下其它区域或工作面。通讯电话要能与井下各作业地点、机电硐室、队值班室及矿调度室等处相互直接联系。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织巷道掘进采用“三八”工作制(一天三班，每班八小时) ，多工序交叉平行作业组织生产。劳动组织图表：见附表。第二节
33、作业循环1、作业制度：采用“三八 ”工作制组织生产，为保证正规循环作业的完成，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，工序与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。2、作业方式：采用炮掘掘进，用装载机装车，无轨胶轮车运输的方式。3、劳动组织图表序 号 工 种 人 数一班 二班1 跟班队长 1 12 班长 1 13 安全员 1 14 爆破工 3 35 瓦检员 1 16 点钳工 1 17 铲车司机 1 18 运输工 6 69 局扇工 1 110 运料员 2 211 管理人员 2 212 合计 20 204、正规作业循环图（附后）正规循环作业图一班 二
34、班工序 时间分钟7 8 9 10 11 12 13 14 1523交接班 20 打眼 40 装药放炮 30 通风 15 支护 25 装运煤 120 与一班作业相同第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表（见附表经济技术指标表序号 项目 单位 数量 1 巷道断面（净/掘） m2 11.3/11.32 煤的硬度等级 f 343 每循环眼数 个 154 每循环进尺 m 1.75 日进尺 m 6.86 月进尺 m 176.87 平均月生产天数 天 268 在册人数 人 439 日出勤人数 人 3310 出勤率 % 8011 掘进工效 m/工天 0.9112 炸药消耗量 kg/m3 0.5313 雷管
35、消耗量 个/m3 0.1214 每循环煤量 m3 11.7315 锚杆消耗量 根/m 216 木托板消耗量 块/m 2第七章 安全技术措施第一节 一通三防一、通风及防瓦斯1局扇应设专人管理，严禁无计划停风，严禁无风或微风作业。2迎头无风或风量不足瓦斯超限时，作业人员均应撤到进风巷的新鲜风流中。停风后恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有在停风区中瓦斯浓度不超过 0.8%，局部通风机及其开关附近 10m 以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过 0.8%或二氧化碳浓度超过 1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过 3.0%时，必须采取安全
36、措施，控制风流排放瓦斯。3采用抗静电、阻燃风筒。风筒逢环必挂，保证平直。风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不得拐死弯及脱节。4风筒接头严密（手距接头 0.1m 处感到不漏风） ，无破口（末端 20m 除外） 、无挖洞、跑漏风现象。5工作面风筒不落地，风筒出口距迎头的距离：煤巷不大于5m；半煤岩巷不大于 8m；岩巷不大于 10m。二、综合防尘措施1掘进采用湿式钻眼, 干式钻眼时有捕尘措施；喷浆使用潮料。2切割前切割后、装(煤)岩前均应洒水，冲洗巷帮、巷顶。3在距迎头50m 内设一道防尘喷雾装置，距巷口50m 设一道净化喷雾；喷雾应雾化，堵塞时及时更换。4切割前或喷浆时打开喷雾，待切割后粉尘降低或炮烟
37、全部通过或喷浆完毕后方可关闭。5加强防尘设施的维护，作业人员应爱护防尘设施，供水管应专用，喷雾应雾化，堵塞时及时更换。6加强通风管理，合理供给风量，有效吹走粉尘，保障空气质量。7加强个体防护，作业人员应坚持佩带防尘口罩。8每一小班施工单位必须安置专人对巷道内进行全断面洒水，每一小班洒水次数不得少于 2 次。特别是极易积尘的地方，如风筒及风、水管上、电缆上、装载点等，必须及时进行清除。三、防灭火措施1井下使用的润滑油、棉纱等可燃物必须存放在盖严的铁桶内，并定期专门送到地面处理，严禁将油泼洒在巷道内；2电器设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火；严禁未切断电源时，用水及导电体灭火。3因机械磨擦
38、生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾，利用砂子、岩粉、水管灭火；4应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。5施工过程中及时清理浮尘，定期冲洗巷帮，并由瓦检员进行经常性的检查。6在主要机电设备及存放油脂处，设置灭火砂、消防铲、两个灭火器等消防器材。7井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。8严禁穿化纤衣服及携带烟火入井，作业人员应掌握灭火器材的正确使用。9各低压操作信号打点器都必须使用防爆按扭，严禁明电操作。井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火、明电照明。10机电设备电缆严禁失爆，做到“三无” ， “ 四有” ， “ 三齐” ，“三坚持” 。第二节
39、顶板管理一作业前，施工人员应全面检查施工地点附近 10m 范围内巷道支护情况，坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、安注锚杆过程中应及时清除危岩、排除隐患，确认安全后方可施工。二在巷道开口、交岔点处及直巷不超过 200m 必须安装一个离层仪，安装深度分别为 3m、6m，并安排专人每天负责观察顶板离层情况，并做好记录。三找顶工作必须遵守下列规定：1.找顶工作应由两名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。2.找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，找顶范围内严禁其他人员进入。3.找顶工作人员应戴手套
40、，用不少于 2.5m 长柄工具找顶时，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。5.进行找顶作业时，只允许由一人进行找顶，严禁多人同时进行找顶作业，防止相互碰撞伤人。四每次爆破后，由班组长首先由外向里检查顶板、支护等情况，然后方可在有效支护的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危石，最后进行正式支护。五锚杆盖板紧贴岩面，螺帽必须紧固；锚索、锚杆盖板必须紧固，构件齐全。失锚的必须补打，锚拉力必须达到设计要求。严禁截断锚索、锚杆。六爆破，先紧固迎头 10m 内的锚杆螺帽。七严禁采用支护锚杆起吊物料或设备，确实需要时
41、可以另打专用锚杆作为起吊物料或设备的生根点。八锚杆必须用机械或力矩板手(施工现场应备好) 拧紧，确保锚杆的托盘紧贴岩壁。九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。十安装锚杆只能使用锚杆安装机进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。十一锚固剂固化前，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。十二巷道交岔点或地质构造带，顶板有压力时，根据现场情况可补打锚索加强支护。第三节 迎头防片帮冒顶安全技术措施1施工人员进入施工地点前，必须由班组长首先对迎头的帮、顶及迎头面进行仔细、
42、认真的检查，发现异常状况，必须及时进行处理，只有安全隐患完全排除后，方可继续施工.。2施工期间必须严格认真执行“敲帮问顶”制度，在进行彻底找除巷道迎头帮、顶及迎头面的活矸危石时，必须使用长度不小于2.5m 的长柄工具，并且必须有一名有经验的人员专门负责观察巷道帮顶的状况，若发现帮顶岩石开裂、有声响等异常状况时，必须及时撤出人员，并进行彻底处理，排除安全隐患。3进行支护打眼时，必须确保迎头巷道顶板的完整可靠并有专人负责观察顶板，同时施工人员站立的地点必须在已经安全支护好的顶板下。4迎头有人员在作业时，负责观察巷道帮、顶及迎头面的人员不得离开迎头段，发现有岩石或有其它异常状况时，必须及时提醒施工人
43、员，并且及时将施工人员撤出到安全地带，然后对异常状况进行及时处理。异常状况没有完全处理好以前，任何人员严禁进入迎头继续施工。第四节 防治水1安装一路 50mm 排水管路并应随工作面的掘进而前移，同时巷道低洼处挖临时水仓，设泵排水。2根据矿生产技术处涌水量预测预报情况，对可疑区域必须坚持“有疑必探、先探后掘，先探后采，综合治理”的探放水原则。3对可疑区域进行探放水时，探眼数量为 4 个，分别布置在顶部、两帮及正前方，探眼深度应不小于 90m，顶眼及帮眼的眼底位置为距巷道顶帮不小于 20m，每次打探眼后循环掘进距离不得超过60 米，确保有 30 米的超前距；布置在工作面中与巷道方向一致。4钻进时，
44、若发现岩石松软、片帮、来压或探眼中水压、水量突然增大，或有顶钻、卡钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，并立即向矿调度汇报；情况危急时，应立即撤出人员，沿避水灾路线撤退至安全地点。5当工作面或巷帮发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓、产生裂隙渗水等突水预兆时，应立即停止作业，采取措施，向矿调度汇报，并发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员，沿避水灾路线到安全地点。第五节 机 电1使用局扇通风的掘进工作面必须严格执行风电闭锁及瓦斯电闭锁，采用“三专”(即专用变压器、专用开关、专用线路) 供电方式；严禁甩掉、停用井下各种电器设备保护。2工作面电器设备应加强日常
45、维护和保养，杜绝失爆；爆破时要撤出爆破地点 20m 以外，并加以保护。3各低压操作信号打点器都必须使用防爆按扭，严禁明电操作。井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火、明电照明。4各机械设备必须定期按时进行注油、检查维修，以保证设备良好运行。机电设备检修时，必须严格执行停送电制度，切断电源，并挂上停电牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业及带电搬运设备。5电器设备要安设接地极。独立接地体采用直径不小于22mm，长度为 1m 的两根钢管。6井下所有电器设备必须有“MA”标志。7各种特殊工种应持证上岗，并严格按操作规程的要求操作。8敷设电缆应遵守下
46、列规定：（1）.电缆吊挂必须使用电缆钩，并按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂；（2）.巷道中悬挂的电缆应有适当的驰度，并能在意外受力时自由坠落；（3）.电缆钩的悬挂间距不得超过 1m；（4）.电缆不应悬挂在风水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与风、水管在巷道同侧铺设时，必须在其上方 0.3米以上（具体位置见附后断面图） 。9电器设备的隔爆外壳应清洁完好无损，并有清晰的防爆标志，杜绝失爆。10机电设备及电缆入井前必须进行安全检查，确保合格并签发入井证时才能入井。11机电设备电缆严禁失爆，做到“三无” ， “ 四有” ， “ 三齐” ，“三坚持” 。12机电设备硐室应悬挂“非工作人员严
47、禁入内”警示牌，硐室内的设备应编号并上挂完好牌。10机电设备管理：1).机电设备达到完好标准，各种保护齐全；2).设备安装位置合理，卫生清洁，挂牌管理，开关上架；3). 两台及以上设备集中摆放时，设备外缘要在一条线上，开关摆放整齐，标志牌填写清晰，设备及其周围保持清洁无杂物。第六节 运 输（1）严格按矿运输管理制度执行。（2）装载机司机、汽车司机必须持有有效的驾驶执照，经项目部、矿安监部门培训考试合格后方可下井作业，作业前必须学习本措施。（3）斜井运输时，严禁蹬车、行人。运送物料时，开车前司机必须检查装载情况，装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，严禁开车。（4）装载机、无轨胶轮车必
48、须设有照明灯、尾灯、刹车灵活可靠、车体完好，并经矿方检查同意后方可使用。（5）装车必须装稳、装实，装车宽度、高度不得超宽超高，超高、超宽设备必须分解才能入井，设备材料装好后，要绑扎牢靠。（6）装载机起动前必须先鸣笛发出信号，在确定装载机工作范围内无人时，才可起动；装载机不工作时，铲斗必须落地，拉好手刹。（7）汽车运输进硐之前，必须将驾驶室内的音响设备全部撤除，在运输过程中出现停风，必须立即停止车辆运行，关闭启动装置，驾驶员必须迅速撤出地面，恢复通风后，等瓦斯检查员检查瓦斯浓度在 0.5%以下时，方能重新启动车辆恢复运输。第七节 爆破安全技术措施一、 “一炮三检制”和“三人连锁放炮制”（一） “一炮三检制”“一炮三检制”就是装药前、放炮前和放炮后，爆破工、班组长、瓦检员均在现场，由瓦检员检查爆破点 20m 范围内风流中的瓦斯，当瓦浓度低于 1%时，才准装药、放炮；放炮 30min 后，瓦检员、爆破工、班组长进入爆破现场，当瓦斯浓度低于 1%时，检查通风、顶板、拒爆、残爆等情况。有危险情况，必须立即处理，处理后才能作业。（二） “三人连锁放炮制”“三人连锁放炮制”就是爆破工、班组长、瓦检员三人必须同时自始自终参加爆破工作的全过程，并执行换牌制。1、进班前，由
