作业规程编制指南及范例

第一篇 掘进工作面作业规程 第一部分 编制概要 第二部分 规程编制 第三部分 掘进工作面作业规程样本 第一部分 编制概要 第一条 每一个工作面，在开工前，按照程序、时间和要求，编制作业规程；不得沿用、套用作业规程进行施工。 第二条　规程编写人员在编写前应做到以下几点。 （一）明确施工任务和计划采用的主要工艺。 (二)熟悉现场情况，进行相关的分析研究。 (三)熟悉有关部门提供的技术资料。 第三条 作业规程一般应具备下列图纸。 (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)巷道开口大样图。 　(五)巷道支护断面图。 　 (六)临时支护平面图、剖面图。 　(七)掘进机截割顺序图。 (八)设备布置示意图，供电系统示意图。 　(九)炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。 　(十)通风系统示意图。 　(十一)运输系统、排水系统、防尘系统示意图。 　(十二)抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。 　(十三)避灾路线示意图。 第四条 巷道布置应因地制宜，以安全、经济为原则。 第五条 掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号。 第六条 《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》、上级文件中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只需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，必须在作业规程或施工措施中明确规定。 第七条 专项安全技术措施编制要求。 （一）专项安全技术措施，由讯息工期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件的规定。 (三)出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施。 1．施工过程中突然遇到地质构造，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未包括的内容； 7．其他可能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。 第八条 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20 m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、数量，附三视图。 (五)制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设施采取保护措施。 (六)水、火瓦斯及有害气体的检查和处理办法。 (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。 第九条 预防瓦斯突出专项安全技术措施。 (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)操作要求。 (七)安全防护措施及防止灾害扩大的措施。 第十条 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主要工序安排。 (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 第十一条 巷道名称、位置与煤(岩)层、相邻巷道的关系，巷道的用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开(竣)工时间等。 第十二条 施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。 第十三条 按比例绘制巷道布置平面图。 第二节 编 写 依 据 第十四条 经过审批的设计及其批准时间等。 第十五条 地质部门提供的地质说明书，提交批准时间和编制内容必须符合《矿井地质规程)规定。 第十六条 说明有关矿压观测资料。 第十七条 其他技术规定。 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 第十八条 巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。 第十九条 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。 第二十条 分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。 第二节 煤(岩)层赋存特征 第二十一条 叙述煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数(／)，预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。 第二十二条 预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。 第二十三条 其他煤(岩)层技术特征分析。 第二十四条 按比例绘制地层综合柱状图。 第二十五条 常用的围岩分类参考表见附件1。锚喷围岩分级见附件2。 第三节 地 质 构 造 第二十六条 描述巷道煤(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。 第二十七条 受冲击地压威胁的煤(岩)层或应力集中区掘进，对施工的影响，应有技术分析。 第二十八条 在突出煤层顶底板掘进岩巷时，必须使用经定期验证的地质资料。 第二十九条 按比例绘制地质平面图、剖面图。按比例绘制瓦斯地质图。 第三十条 普氏岩石分类。 第四节 水 文 地 质 第三十一条 分析巷道区域的主要水源，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。 第三十二条 分析巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、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。 第三十三条 分析第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。 第三十四条 积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”(积水线、探水线和警戒线)。 第三十五条 隔水层安全厚度计算；导水断裂带发育高度计算。 第三章巷道布置及支护说明 第一节 巷　道 布 置 第三十六条 描述巷道布置：层位、水平标高、断面、工程量、坡度、中腰线、开口的位置、方位角等。 第三十七条 巷道净断面的设计，必须按支护最大允许变形后的断面计算。 第三十八条 突出矿井巷道布置原则：充分利用保护层，避开地质破碎带，避开应力集中区，掌握施工动态和围岩变化情况等。 第三十九条 巷道开口施工：开口方法和步骤，开口前的准备工作，开口附近的支护加固，一次成巷、支护方式等。 第四十条 巷道施工顺序：巷道为分段定向施工时，逐段说明巷道中线方向、坡度、各段长度、与煤层的相对位置等。 第四十一条 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、坡度和特殊要求描述清楚。特殊工程应按设计要求绘制大样图，标出开口的位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。 第四十二条 按比例绘制巷道剖面图，按比例绘制开口大样图。 第四十三条 巷道断面形状及其适用条件。 第二节 矿 压 观 测 第四十四条 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。 第四十五条 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。 第四十六条 观测方法：主要包括矿压观测仪器、仪表的选型、安设位置，矿压观测方式、观测时段等。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设顶板离层仪、锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。 第四十七条　数据处理：监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。 第三节 支 护 设　计 第四十八条 根据巷道围岩性质，矿压观测资料，施工现场实际情况，选择科学的支护设计，确定巷道支护形式，选择支护参数等。 第四十九条 巷道支护设计，可采用以下办法。 (一)解析法：根据巷道围岩的物理学性质、坚固程度、地压作用方向及大小，巷道的不同用途、条件，合理选择支护方式与参数。 (二)工程类比法：参照煤炭系统总结的经验，根据本煤矿或邻矿同煤(岩)层矿压观测资料、支护方式与参数和经验公式进行设计。 (三)围岩松动圈分类法：根据巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议进行支护设计。 第五十条 巷道临时支护的方式：明确临时支护的方式，确定工作面与临时支护、与永久支护间的最小和最大距离。 第五十一条 坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求： (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。 第五十二条 复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，可根据现场实际确定锚索长度及布置方式。 第五十三条 位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道，采用柔性或可缩性支护形式，有底鼓的应明确防治办法。 第五十四条 按比例绘制巷道支护平面图、断面图。按比例绘制临时支护平面图、剖面图。 第五十五条 巷道支护分类。主要支护型。支护设计。锚喷支护参数。坑木和钢材对照。 第四节 支 护 工 艺 第五十六条 各类支护工艺及要求。 (一)锚杆及联合支护。 1．锚杆(锚网、锚索)的材质、规格、间排距、安装(包括药卷的种类、数量及使用要求)、锚固力等要求； 2．锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求； 3．锚网的铺设与锚杆或其他锚固装置连接牢固等要求； 4．软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固等要求； 5．喷射材料(水泥标号，速凝剂型号，砂子、石子的颗粒等)，根据混凝土强度要求，计算出配比，混合料的搅拌、速凝剂用量、喷射工艺等； 6．喷射混凝土的风压、水压、温度等； 7．对粉尘浓度及喷射混凝土回弹率的规定等； 8．巷道涌水的处理方式； 9．备用材料、数量、规格及存放地点； 10．明确支护质量与要求。 (二)支架支护。 1．钢混支架：钢件和钢筋馄凝土加工件的品种、制作形状、规格尺寸、强度、配件、背板、充填材料的规格、质量等要求； 2．金属支架：支架必须构件齐全，撑(拉)杆、垫板、背板的规格，支架的顶部、两帮背紧、背牢、充满填实，安设方式等要分别要求，可缩性支架可缩量应与围岩的变形量相适应； 3．备用支架的数量、规格、存放地点； 4．明确支护质量与要求。 (三)砌碹支护。 1．预制混凝土块、料石等规格，砌体厚度、基础槽深度、砂浆配比、强度设计、砌体壁后充填质量、砌体灰缝质量等； 2．碹胎的架设应与巷道中线垂直，结构尺寸、碹胎的间距、倾斜巷道迎山角度、支设方法、固定方式、脚手架设置等； 3．砌筑碹体操作工艺、砌体顺序、一次砌体长度、砌体壁后充填材料选择、高冒区的处理方式等； 4．备用砌拱材料的品种、数量、规格、存放地点； 5．明确支护质量与要求。 第五十七条 各支护工序的安排及要求。 第四章　施　工　工　艺 第一节 施 工 方 法 第五十八条 确定巷道施工方法。 第五十九条 巷道开口施工方法：从支设巷道开口临时棚开始，到支上固定棚止，施工顺序作必要的描述。 第六十条 特殊条件下的施工方法如： 1．石门揭开煤层时的施工方法：放震动炮、打超前钻排放瓦斯等； 2．硐室的施工方法：硐室位于工类、Ⅱ类围岩中宜采用全断面施工法，位于Ⅲ类、Ⅳ类围岩中宜采用分层施工法； 3．交岔点的施工方法：交叉点位于工类、Ⅱ类围岩中宜采用全断面施工法，位于Ⅲ类、Ⅳ类围岩中宜采用分部施工法，位于V类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 第六十一条　确定凿煤(岩)方式。 第六十二条 机掘作业方式，截割顺序等。 第六十三条炮捆施工工序安排，工艺流程等。 第六十四条 描述全岩巷、半煤岩巷、煤巷掘进施工，不同的钻爆、扒装、运输方式等。 第六十五条 不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩(煤)、通风、设备布置方式等。 第六十六条 在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进，采取先抽后掘的施工方式等。 第六十七条 对掘、斜交、正交巷道时，必须有准确的实测图；当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯通时的施工方式等。 第六十八条 绘制设备布置示意图。绘制掘进机截割顺序图。 第三节 爆　破　作 业 第六十九条 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，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。 第七十条 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。 第七十一条 爆破说明表：炮眼的名称、眼距、角度、深度、数量，使用炸药、雷管的品种，装药结构、装药量，封泥长度、连线方式、起爆方式、爆破顺序等数据。 第七十二条 炮眼布置图：标明巷道岩石的厚度，断面形状、尺寸，炮眼的位置、个数、深度、方向、角度，炮眼编号等参数。 第七十三条 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，必须注明采取的安全措施。具体说明光面爆破作业采取的措施等。 第七十四条 绘制炮眼布置正面图、平面图、剖面图。绘制装药结构示意图。 第四节 装载与运输 第七十五条 确定装载与运输方式。 云七十六条 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。 第七十七条 煤、矸、材料、设备等的运输方式。 第七十八条 人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求。 第七十九条 耙装机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，耙装机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等。 第八十条 小绞车及回头轮的安装、固定方式等。 第八十一条 装载与运输各工序安排，与其他工序协调等。 第八十二条 绘制运输系统示意图。 第五节 管线及轨道敷设 第八十三条 风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。． 第八十四条 敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、调车场质量要求等。 第六节 设备及工具配备 第八十五条 列表说明所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量等。 第五章　生产系统 第一节 通 风 第八十六条 选择通风方式、通风设备、设施。 1．采用压人式、抽出式通风方式； 2．采用混合式通风方式； 3．高瓦斯区域、瓦斯抽放对通风的特殊要求； 4．局部通风机、压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等； 5．风简选择、敷设方式。 第八十七条 说明瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井，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)设施，装备“双风机、双电源”， 自动切换、自动分风的功能。低瓦斯矿井局部通风机采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，或与采煤工作面分开供电；采用风电、瓦斯电闭锁的方式等。 第八十八条 掘进工作面风量计算。 　　掘进工作面冠盖如云需要风量，应按各煤矿企业制定的“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。 (一)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算： Q＝100qk 式中　 Q ＿＿掘进工作面实际需要风量，m3／min； 100＿＿单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1．5%的换算值； 　　q＿＿掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3／min； k＿＿掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用量系数，应根据实际观测的结果确定（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，机掘工作面尾：1.5—2.0；炮 掘工作面：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 式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min； 　25 ＿＿ 每千克炸药爆炸不低于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 式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min； 　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。 (四)按局部通风机的实际吸风量计算： Q=Q局Ikf 式中 Q一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。 第八十九条 根据上述计算的工作面需要风量要求，进行局部通风机、风筒规格选型。 (一)局部通风机风量的确定： Qf = Qj／60φc 式中Qf——局部通风机风量，m3／s； 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(中e)。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。 Qe = Qa／Qf×100％ 式中Qe——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％ 式中L1——漏风率，％； Q1——整列风筒的总漏风量，m3／rnim Qf——局部通风机(吸)风量，m3／min。 (二)局部通风机风压的确定。 局部通风机压人式通风时的工作全压为 hft=RQ2+hv Q=√QfQa hv= Qa 2／D4 式中hft——局部通风机工作全压，Pa； R——风筒风阻，N·s2／m4； Q——风筒平均风量，m3／min； Qf——局部通风机(吸)风量，m3／min； Qa—风筒出口风量，m3／min； hv—风筒出口动压； D4——风筒出口直径，m。 (三)局部通风机选型。 压人式通风时需计算局部通风机全压工作风阻Rft： Rft = hft ／Qa 2 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。 抽出式通风时，则计算局部通风机静压工作风阻Rfs: Rfs= (hft—hfv)／Qf 2 hfv=0.5ρ(Qf／S0)2 式中 Rfs——局部通风机静压工作风阻，N·s2／m8； hft——局部通风机工作全压，Pa； hfv—局部通风机动压，Pa； ρ——空气密度，kg／m3； Qf—局部通风机吸风量，m3／min； So——局部通风机出风口断面积，m2。 第九十条 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 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 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 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 <5 5-20 >20 温度 /℃ 6以下 16-22 23-26 16以下 16-22 23-26 16以下 16-22 23-26 需要风量/ m3／min 40 50 60 50 60 80 60 80 100 (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% 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。 第九十一条 掘进工作面风量经验算必须同时满足以上4个条件，如果有其中任何一项不符合条件要求，需重新对局部通风机选型。 第九十二条 安装局部通风机的地点，全风压风量要大于局部通风机吸风量，还应保证局部通风机吸人口至掘进工作面回风口之间的最低风速，全岩巷道不得低于0．15m／s，煤巷和半煤岩巷不得低于0．25m／s的要求等。 第九十三条 绘制通风系统示意图。 第九十四条 常用局部通风机吸风量参考表，见附件12。 柔性风筒有效风量率及漏风率参考表，见附件13。 胶皮风筒摩擦阻力系数表，见附件14。 局部通风机与风筒配套选用参考表，见附件15。 掘进工作面需要风量参考表，见附件16。 第二节 压 风 第九十五条 确定掘进工作面风源，压风方式。 第九十六条 移动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。 (一)空气压缩机的选择，应符合下列要求： 总耗风量应按下式计算： Q=αβγ∑nKq 式中 Q——总耗风量，m3／min； α——管路漏风系数； β—风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1．10—1．15； γ——高原修正系数，海拔每增加100m，系数增加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，见附件18； q——风动工具耗风量，m3／min。 (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%。 (注：选自《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ 213—1990) 第九十七条 绘制压风系统示意图。 第九十八条 管路漏风系数参考表，见附件17。凿岩机、风镐同时使用系数参考表，见附件18。 第三节 瓦 斯 防 治 第九十九条 掘进工作面临时抽放瓦斯泵站安设的地点，瓦斯抽放管路安设方式、敷设长度、管路中混合瓦斯浓度，设置警戒、超限报警、通风方式、风量要求，抽出瓦斯引排地点，抽放瓦斯操作工序等。 第一百条 突出威胁区内掘进作业对煤层突出危险程度的预测办法。 第一百零一条 突出危险区内掘进作业必须采取的综合防治措施。 第一百零二条 超限报警设备、报警系统安设方式，超限报警时处理程序等。 第一百零三条 人井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器等。 第一百零四条 绘制抽放瓦斯系统示意图。 第四节 综 合 防 尘 第一百零五条 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、防爆水袋、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。 第一百零六条 绘制防尘系统示意图。 第五节 防 灭 火 第一百零七条 相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。 第一百零八条 大倾角的煤层，火区下部区段掘进巷道的条件。 第一百零九条 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，沿空掘进巷道临近火区、老空前必须探明情况，采取预防性充填等措施。 第一百一十条 说明巷道施工时，消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点等。 第六节 安 全 监 控 第一百一十一条 相邻采区、相邻煤层、邻近巷道瓦斯涌出变化等情况。 第一百一十二条 掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统。 第一百一十三条 绘制安全监测仪器仪表布置示意图。 第七节 供 电 第一百一十四条 供电设计。 (一)选择电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等。 (二)进行电气保护整定计算。 第一百一十五条 绘制供电系统示意图。 第八节 排 水 第一百一十六条 预测掘进工作面最大涌水量。 第一百一十七条 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。 第一百一十八条 绘制排水系统示意图。 第九节 运 输 第一百一十九条 选择运输方式、设备型号、运输路线等。 第一百二十条 绘制运输系统示意图。 第十节 照明、通信和信号 第一百二十一条 机掘工作面，运输兼作人行道的巷道，绞车、压风、变配电硐室的照明设施、位置等。 第一百二十二条 掘进工作面与调度室、绞车房、车场、变配电硐室等的通信设施、电话位置。 第一百二十三条 掘进工作面、提升、运输、转载信号装置的种类和用途。 第一百二十四条 绘制照明、通信、信号系统示意图。 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳 动 组 织 第一百二十五条 说明掘进作业方式、劳动组织、劳动力配备、出勤率(附劳动组织图表)。 第二节 循 环 作 业 第一百二十六条 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。 第三节 主要技术经济指标 第一百二十七条 编制主要技术经济指标表。 第七章安全技术措施 第一节 一 通 三 防 第一百二十八条 局部通风机安全管理技术措施。 第一百二十九条 综合防尘安全管理技术措施。 第一百三十条 防灭火安全管理技术措施。 第一百三十一条 高温巷道施工降温安全技术措施。 第一百三十二条 高瓦斯矿井、突出矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区和瓦斯异常区的局部通风机通风实行“三专两闭锁”，装备“双风机、双电源”，以实现“自动切换、自动分风”功能的安全管理技术措施。 第一百三十三条 无煤柱开采、沿空送巷、沿空留巷防止漏风的安全技术措施。 第一百三十四条 在瓦斯突出煤层中掘进巷道，采用预抽瓦斯的安全管理技术措施。 第一百三十五条 排放瓦斯必须制定专项安全技术措施。 第一百三十六条 其他“一通三防”安全技术措施。 第二节 顶 板 第一百三十七条 在松软煤(岩)层、流沙性地层、地质破碎带、复合顶板掘进巷道的安全技术措施。 第一百三十八条 三岔门、四岔门、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施。 第一百三十九条 使用前探支护、防倒支架，严禁空顶作业的安全技术措施。 第一百四十条 顶板压力观测、定期分析审查的安全技术措施。 第一百四十一条 其他顶板控制安全技术措施。 第三节 爆 破 第一百四十二条 使用爆破器材的安全技术措施。 第一百四十三条 按照规定爆破的安全技术措施。 第一百四十四条 特殊情况下爆破的安全技术措施。 第一百四十五条 两条平行掘进工作面、间距在20m以内时，贯通、遇断层、老巷、破碎顶板等特殊情况下爆破的安全技术措施。 第一百四十六条 掘进巷道卧底、刷帮、挑顶浅眼爆破的安全技术措施。 第一百四十七条 处理拒爆、残爆的安全技术措施。 第一百四十八条 其他爆破安全技术措施。 第四节 防 治 水 第一百四十九条 掘进巷道受水威胁、撒出人员的安全技术措施。 第一百五十条 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。 (一)接近水量大的含水层。 (二)接近导水裂隙、断层。 (三)接近被淹井巷、老空。 (四)接近矿井隔离煤柱。 (五)掘进过程中发现有透水预兆。 第一百五十一条 探放老空积水时，加强防突水及对有害气体的检查和防护的安全技术措施。 第一百五十二条 其他防治水安全技术措施。 第五节 机 电 第一百五十三条 掘进机、装岩机、喷浆机等移动设备的安装、固定、使用、维修、移动、撤除等的安全技术措施。 第一百五十四条 掘进机、耙装机、喷浆机作业运行范围内，严禁进行其他工作和行人的安全技术措施。 第一百五十五条 防止电气设备失爆、短路、过负荷、漏电，带电搬迁、维修等的安全技术措施。 第一百五十六条 动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理等安全技术措施。 第一百五十七条 其他机电安全技术措施。 第六节 运 输 第一百五十八条 运输、转载设备管理的安全技术措施。 第一百五十九条 下山施工防止跑车伤人的安全技术措施。 第一百六十条 上山掘进施工25°以上的斜巷时，溜煤(矸)道与人行道分开的安全技术措施。 第一百六十一条 利用倾斜巷道、煤仓、溜煤眼等运输的安全技术措施。 第一百六十二条 掘进巷道、提升、运输、转载系统的声光信号装置与启动装置闭锁的安全技术措施。 第一百六十三条 其他运输安全技术措施。 第七节 其 他 第一百六十四条 提高工．程质量的安全技术措施。 第一百六十五条 实现安全、文明生产方面的安全技术措施。 第八章 灾害应急措施及避灾路线 第一百六十六条 发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出、透水、冒顶、提升等事故的应急措施。 第一百六十七条 制定发生灾害时快速有效的传报技术和办法、撤出人员的区域和避灾路线、实施自救的条件、防止灾害扩大的措施、统计井下人数及其他应急措施等。 第一百六十八条 绘制避灾路线示意图。 第三部分 掘进工作面作业规程样本 ________煤矿掘进工作面作业规程 编号：掘××××号 工作面名称： 编 制 人： 施工负责人： 总工程师 ： 主管矿(井)长： 批 准 日 期： 年 月 日 执 行 日 期： 年 月 日 会 审 意 见 会审单位及人员签字 总工程师： 年 月 日 生 产： 年 月 日 通 风： 年 月 日 机 电： 年 月 日 计 划： 年 月 日 煤 质： 年 月 日 技 术： 年 月 日 地 测： 年 月 日 安 全： 年 月 日 运 输： 年 月 日 供 应： 年 月 日 劳 资： 年 月 日 存在主要问题 二、处理意见 目 录 会审意见 第一章 概况 第一节 概述 第二节 编写依据 第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节 煤(岩)层赋存特征 第三节 地质构造 第四节 水文地质 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 第二节 矿压观测 第三节 支护设计 第四节 支护工艺 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 第二节 凿岩方式 第三节 爆破作业 第四节 装载与运输 第五节 管线及轨道敷设 第六节 设备及工具配备 第五章 生产系统 第一节 通风 第二节 压风 第三节 瓦斯防治 第四节 综合防尘 第五节 防灭火 第六节 安全监控 第七节 供电 第八节 排水 第九节 运输 第十节 照明、通信和信号 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 第二节 循环作业 第三节 主要技术经济指标 第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 第二节 顶板 爆破 防治水 第五节 机电 第六节 运输 第七节其他 第八章 灾害应慧措施及避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概 况 第一节 概 述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为—450m水平延深轨道下山、—450m水平延深输送带下山及其上部车场和各中部车场。 二、掘进目的及用途 掘进的目的是形成—450m水平生产系统，满足—450m水平各采掘工作面生产的通风、行人、运输和管路敷设等需要。 三、巷道设计长度和服务年限 巷道设计长度：轨道下山上部车场80m；4个中部车场各80m；轨道下山900m；输送带下山900m；输送带平巷180m。 工程量共计：2 380m。 服务年限：10年。 四、预计开、竣工时间 经矿有关领导决定：本掘进工作面自2004年2月3日开工，预计2005年6月7日竣工。 第二节 编 写 依 据 一、设计说明书及批准时间 设计说明书名称为《—450m水平延深设计说明书》。批准时间为2003年12月份。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为《—450m水平延深地质说明书》。批准时间为2004年元月20日。 三、矿压观测资料 煤层和煤层的底板应力较集中。 第二章 地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置 待掘巷道地面相对位于我矿工业广场和山地，地面标高十285一十243m。 待掘巷道井下位于我矿井田北翼，西为井底车场，南、北为我矿实体煤层(未采掘)，东部以—450m煤层底板等高线为下限。 第二节 煤(岩)层的赋存特征 一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距 本区岩(煤)层为一东倾单斜构造，产状稳定，岩层厚度变化不大，走向N28°一N30°E，倾向S60°E—S62°E，倾角22°～25°，上部倾角略大于下部。 1号煤层为无烟煤，无光泽，厚1．1—1．6m，坚固性系数为1．0—1．5，属破碎煤层。 1号煤层顶板岩层由下向上依次为泥质粉砂岩、中细砂岩、泥质及铝土质粉砂岩和中粗砂岩。泥质粉砂岩厚1．0m左右，黑色，含泥质，岩石坚固性系数为3，块状岩层；中细砂岩厚30m左右，灰白色，石英长石为主，中细粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6；该层砂岩之上的泥质及铝土质粉砂岩厚28m左右，含泥质及铝土质，灰黑色，岩石坚固性系数为3，块状岩层；该层粉砂岩之上为中粗粒砂岩，厚25m左右，长石为主，石英次之，灰白色，中粗粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6。 1号煤层底板岩层从上到下依次为泥质粉砂岩、中细砂岩和2号煤层。泥质粉砂岩厚8m左右，顶部2m左右泥质含量较高，灰黑色坚固性系数为2～3，块状岩层；下部泥质含量低，黑色，坚固性系数为4，层状岩层；中细砂岩厚17m左右，灰白色，中细粒结构，石英长石为主，钙质胶结，坚固性系数为6，层状岩层。该层砂岩之下为2号煤层，在本区厚度为0．2m左右，不可采。 附图1：煤岩层综合柱状图(1：200)(略)。 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 该煤层瓦斯涌出量为2．79m3／min，属低瓦斯；该煤层自燃倾向性为Ⅲ类，不易自燃，不存在自然发火；煤尘爆炸指数Vd为4．46，无煤尘爆炸性。 第三节 地 质 构 造 本区地层为一东倾斜构造，煤(岩)层产状稳定，走向N28°一N30°E，倾向S60°E～S62°E，倾角22°--25°，上部倾角略大于下部。 据本区钻孔资料，本区没有发现落差较大的断层(指落差10m以上的断层)，也没有发现岩浆侵本地层。由于钻孔间距限制，控制程度较低，因此区内可能隐藏有落差较小的断层(指落差10m下断层)，需在巷道设计时加以考虑。 附图2：地质平面图(略)。 附图3：地质剖面图(略)。 第四节 水 文 地 质 本区为新开拓区，因此不涉及积水巷道和老空问题；区域内虽然有地质勘探孔，但封孔良好；1号煤层顶扳上部虽然有一砂岩裂隙含水层，但距I号煤层60m以上，且有厚度为28m左右的泥质铝土质隔水层相隔，所以该含水层对本区巷道掘进并无影响。1号煤层顶底板砂岩中局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超过30m3／h，一般为5-10 m3／h。 第三章巷道布置及支护说明 第一节 巷 道 布 置 A组：自—150北大巷5号坐标点向北40m开口，以转角50~施工上部车场1号交岔点和弯道，然后以N70°方位施工上部车场19m，再以112°转角做2号交岔点和弯道，而后沿N128°方位向下掘进主下山900m至—450m水平，其坡度为23°30′；然后沿N308°方位向上反掘45m至带式输送机机头硐室。再以N219°方位掘进水平输送带巷180m至卸载煤仓顶部。 输送带下山分别在掘进到80m、260m、440m、620m的位置时，按N108°方位施工平巷联络石门45m，与中部车场工、中部车场Ⅱ、中部车场Ⅲ和中部车场Ⅳ掘透。 B组：自—150m北大巷5号坐标点向北110m，以转角108°做上部车场3号交岔点和弯道，然后按N127°方位做上部车场80m后变坡，向下掘进900m轨道下山，其坡度为23°30'。 轨道下山分别在掘进到70m、270m、470m、670m的位置时，按N217~方位施工中部车场I、中部车场Ⅱ、中部车场Ⅲ和中部车场Ⅳ。 巷道交岔点施工图见施工设计。 第二节 支 护 设 计 一、巷道断面 该工程除各车场见煤点前后各8m巷道外，其他所有巷道均为锚喷支护，断面形状为半圆拱。见煤点处16m巷道为工字钢棚子和喷射混凝土支护，断面形状为梯形。 1．轨道下山和输送带巷(输送带下山和输送带平巷)断面：S毛=8．66m2，S净=7．13m2。 2．各中部车场断面：S毛=12．32m2，S净=10．49m2。 附图4：巷道断面图(略)。 二、支护方式 (一)临时支护 采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg／m的两根钢轨制作，长度不小于4m，间距不大于1．2m，用金属锚杆和吊环固定，·吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2根，锚固力不小于50kN。 前探粱必须及时跟头，其最大控顶距离为2．0m，前探梁上用2块规格为(长×宽×厚)’周1500mm×200mm~150mm半圆木和木椽杆接顶。 附图5：临时支护平、剖面图(略)。 (二)永久支护 该工程除各车场见煤点前后各8m巷道外，其他所有巷道均为锚喷支护。见煤点处16m巷道为工字钢棚子和喷射混凝土支护。 按悬吊理论计算锚杆参数： 1．锚杆长度计算： L=KH+L1+L2 式中 L——锚杆长度，m； H——冒落拱高度，m； K——安全系数，一般取K=2； L1——锚杆锚人稳定岩层的深度，一般按0．5m； L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0．1m。 其中： H=B／2F=3．6／2×4=0．45 式中 B——巷道开掘宽度，取3．6m； F——岩石坚固系数，取4。 则 L=2×0．45+0．5+0．1=1．5m 2．锚杆间排距计算，间排距相等： A=[Q／KHR(1.5-1.8)]1／2 式中 A——锚杆间排距，m； Q——锚杆设计锚固力，50kN／根； H——冒落拱高度，m； R——被悬吊砂岩的密度，取25kg／m3； K——安全系数，取K=2。 A=1.1m。 通过以上计算，选用直径18mm的圆钢锚杆长2m，锚杆的间排距为lm。在支护中，当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式(锚杆距工作面不得超过2m)；当围岩稳定性较差时；锚杆的间排距要缩小为600mm，并且要先及时喷射混凝土不小于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆，复喷达到设计厚度。 初喷距工作面不得超过10m，复喷距工作面不得超过20m。初喷厚度为50～70mm，复喷后厚度不得小于150mm，洒水养护时间不少于28d，台阶、水沟距工作面不得超过30m。 (三)锚喷支护质量要求 1．巷道净宽、净高允许误差为0～+150mm； 2．锚杆间排距10m×1.0m，允许误差为±100mm； 3．锚杆方向垂直于岩层面，最小不小于75°； 4．锚杆托板紧贴岩壁，不得松动； 5．锚杆外露不超过50mm； 6．锚固力不得少于50kN； ‘ 7．基础深度不得小于100mm； 8．表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凸凹不平不得大于50mm。 第三节 支 护 工 艺 一、支护材料 1．锚杆及锚固剂：锚杆采用直径18 mm的金属锚杆，长度为2m。每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆的外露长度为30—50mm；托板由厚12mm、150mm×l50mm的正方形钢板制成。 树脂锚固剂型号为K2335型。 2。混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的河砂和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥：砂：石子：1：2：2均匀搅拌而成。混凝土标号150号。 3．速凝剂型号为J85型，掺人量为水泥质量的496。速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺人，不得提前掺人混凝土内。 4．对所用的水泥、砂、石子和速凝剂要分类存放在上部车场，水泥和速凝剂的存量分别控制在10t和0.4t左右，不得大量存放，以防长时间存放受潮失效；砂和石子均不少于25t。 二、锚杆安装工艺 1．打锚杆眼： (1)首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。 (2)打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。 (3)打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻钻头直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。 (4)打眼深度为1．95m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。 2．安装锚杆： (1)装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。 (2)安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插人锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚机，待5min后方可卸下联接套。20min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。 (3)锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。 (4)锚杆的锚固力不得低于50kN／根。 三、喷射混凝土 1．喷射混凝土前的准备工作： (1)检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。 (2)清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得漏风。 (3)检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。 (4)检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0．1—0．12MPa，水压应控制在0．25MPa。 2．在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。 3．混凝土配比为水泥：砂：石子二1：2：2，水泥标号不低于425号，石子粒度为10 mm，速凝剂掺量为水泥重量的4％。 4．人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。 5．为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。 6．喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。 7．喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。 8．喷射中，‘人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比(0．4—0．5)。 9．喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75°，喷枪与受喷面的距离以1．0～1．2m为宜。 10．喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹(1—1．5m)运行，一圈压半圈(圈径200 mm)并均匀缓慢移动。 11．喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷墙时一次喷厚60～80nlln，喷拱时一次喷厚30—40 mm，间歇时间15～30min。 12．加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺人料中。 13．喷射混凝土必须洒水养护，要求每班洒水1～2次，养护时间不少于28d。 14．两帮必须挖出不少于100 mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。 15．对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。 16．在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷作业时，必须注意以下几点： (1)严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲刷。 (2)放炮后立即喷混凝土50 mm，水泥标号不低于500号。 (3)喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4h。 (4)可采用金属网、钢梁与喷锚进行联合支护。 (5)放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。 17．正在喷浆的回弹料，可回收后掺人新料中，但掺量不得超过30％，亦可灌注水沟、台阶等。 18．喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25％；两帮不大于15％。 19．为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50 mm，并保证最少28d的潮湿养护。 20．严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。 四、架棚喷射混凝土 1．各车场石门揭露煤层前后各8m改为架棚喷射混凝土支护。即：巷道顶板距煤层底板2．5m时，改为架棚喷射混凝土支护，直至穿过煤层巷道底板距煤层顶板0．6m，均为架棚喷射混凝土支护。 2．掘进时，支护必须及时跟头，放炮后及时上好临时支护。在临时支护下，上好工字钢棚子。 裱褙材料使用混凝土背板，裱背要牢固有次序。 3．棚子下踏煤时要穿鞋，鞋使用300mm×300mm×200mm的料石。 4．喷射混凝土时要将工字钢棚子覆盖住。 第四章 施 工 工 艺 第一节 施 工 方 法 1．除见煤处外所有本规程的巷道均采用光爆锚喷支护进行掘进，坚硬岩层周边眼眼距为350～400mm，抵抗距为400mm，周边眼距与抵抗距之比为0．85～1．0。当岩层较软时，周边眼距应控制在300mm，抵抗距为400mm。半眼率不低于60％。 2．上部车场开口和中部车场开口的各交岔点的施工方法： (1)各交岔点均布置在1号煤层的顶、底板中，因岩层较坚固，故所有交岔点均采用锚喷支护。施工时，先掘进直巷超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。 (2)交岔点处使用的锚杆长度为2．5m，每根锚杆使用3根K2335型锚固剂进锚固，喷射混凝土厚度为150mm。 3．各中部车场石门揭露煤层的施工方法： 石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板有2．5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2．5m时，将原支护改为架棚喷混凝土支护。 第二节 凿 岩 方 式 1．本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。 2。打眼使用YT—23(7655)凿岩机和MQT—85C2型锚杆机进行打眼；安注锚杆使用MQT—85C2型锚杆机、风锚机和BK—30型气扳机进行。风源来自—150m水平空压机房，L2—10／8型和4L—20／8型空压机各1台，通过4寸及1寸管路输送到工作面。 第三节 爆 破 作 业 巷道所在岩层均为砂岩，较坚硬，故采用楔形掏槽。炸药使用矿用乳化炸药和矿用硝胺炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFd—100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。见表1、表2。 附图6：轨道下山和胶带下山炮眼布置图(略)。 附图7：上、中部车场炮眼布置图(略)。 附图8：装药结构示意图(略)。 第四节 装载与运输 一、装岩方式 ’ 巷道掘进中，两工作面均使用ZYP—17耙斗装岩机装岩。 1．耙斗装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。。 下山固定耙斗装岩机时，除按上述要求外，还必须用底木梁固定，底木梁直径不小于250mm，柱窝不少于300mm。另外，还需将耙斗装岩机用钢丝绳或链子固定于顶帮的锚杆上。 2．导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800 mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。装岩机机身上方装岩槽上两侧应当安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm。装岩机距工作面最大距离为20m，最小距离为6m 。 二、运输方式 施工中采用吨罐运输，平巷人工推罐，上下山采用JD—25型绞车和卡轨车运输。 轨道下山和运输下山掘进在中部车场工以上时，采用JD—25型绞车运输；轨道下山掘进到中部车场I以下时，采用K9E—01型卡轨车运输至上部车场。卡轨车随掘进进度而下移。 输送带下山运输采用JD—25型绞车。中部车场工以上段，直接用绞车运到上部车场。掘到中部车场I以下时，用JD—25型绞车运到中部车场工，然后由卡轨车运到上部车场。随着中部车场Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ的施工完成，绞车逐段下移。 上山掘进时，回头轮要用直径为15．5mm双股钢丝绳套子固定在装岩机机身下的横梁上。 绞车的固定方法：每部绞车用4根锚杆固定，所用的锚杆直径为22mm，长度为2m。用2根K2335型锚固剂锚固，每根锚杆的锚固力不小于60kN。 第五节 管线及轨道敷设 在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。 1．风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水管路使用4寸铁管，供水管路使用1寸铁管，距工作面20m范围内使用1寸胶管。 风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。 2．铺轨要求： (1)直线段轨距为600mm，偏差不小于2mm、不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过±50mm。 (2)轨道的铺设，要求要严格按腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。 (3)轨面和轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不匝超过2mm，螺栓、螺母和遭夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨接头不得置于枕木上。 (4)钢轨接头间隙，在直线部分不应超过5mlil，曲线部分不超过8mrn。 (5)曲线铺轨时，轨枕应与曲线半径一致，两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为钢轨长度的1／3—1／4。 (6)曲线处钢轨加工后，应符合曲线弯度。 3．道碴和轨枕要求： (1)道轨铺好后，道心要填平、砸实。 (2)轨枕为混凝土枕，规格(长X宽X厚)为1．2m×0．2m×0．2m，枕木间距为700mm，其偏差不准超过要求的100mm，轨道中心线与道木的中心要一致，道木要垂直轨道中心线。 (3)道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并且紧固牢实，不得松动。 (4)道心禁止填煤块、木材等。 4．其他要求； (1)道轨型号要统一(24kg／m)。 (2)水沟必须用混凝土浇灌，其规格(宽×深)为250mm×200mm，并且低于道木面50mm (详见主、副下山水沟断面图)。 (3)压绳轮、托绳轮、外绳导轮及弯道导绳轮组等，根据安装图纸严格施工，保证质量。 第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况略。 第五章生产系统 第一节 通 风 施工过程中采用压人式通风方式，局部通风机安设在—150m井底车场北支巷处。 当中部车场工贯通后，通风机移至轨道下山中部车场工开口以上10m以外新鲜风流中。中部车场Ⅱ贯通后，再移至中部车场Ⅱ以上10m以外新鲜风流中，以此逐段下移。最长供风距离为500m。 一、掘进工作面风量计算 独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。 1．按瓦斯涌出量计算： Q=100×q×K=100×0.09~1.8=16.2m3／min 式中 Q——掘进工作面实际需要的风量，m3／min； 100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1％的换算值； q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3／min；此处两个工作面的q为0．09m3／min； K——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取1．8。 2．按炸药量计算： Q=25×A=25×4．95=124m3／min 式中 25——每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量； A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定A=4．95kg。 3．按人数计算： Q=4×n=4×12=48m3／min 式中 4——每人每分钟不低于4m3的配风量； n——掘进工作面同时工作最多人数，此处n=12。 4．按局部通风机的实际吸风量计算： Q＝Q局×I＝150×1=150m3／min 式中 Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3／min；JBT型局部通风机吸风量为150～200m3／min，取150m3／min； I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台。 所以，掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值150m3／min。 二、局部通风机、风筒规格选型 1．局部通风机吸风量的确定： Qf＝Qｊ／(60×φc)=124／(60×77％)＝2．68m3／s=161m3／min； 式中 Qf—局部通风机吸风量，m3／s； Qｊ——掘进工作面需要风量，m3／s；按炸药量计算为124m3／min； φc——风筒有效风量率，％；取φc＝77％。 2．根据局部通风机吸风量161m3／min，选用JBT-52型局部通风机(1lkW)可以达到要求。 3．风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为φ400mm。风简要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。 三、掘进工作面风量验算 1．按最低风速验算： 岩巷掘进工作面最低风量为 Q岩≥g·S岩＝9×10．49=94．4rn3／min 式中 g——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数，取ｑ＝9； S岩——掘进断面积，S岩＝10．49m2。 2．按最高风速验算： 岩巷掘进工作面最高风量： Q岩≤240×S岩＝240×10．49＝2518m3／min 式中 240——换算系数； S岩——断面积，m2。 3．按掘进工作面温度和炸药量验算： 炸药量／kｇ <5 5--20 温度／℃ 6以下 16--22 23--26 <16 16--22 23--26 需要风量 (1／min—1) 40 50 60 50 60 80 温度为25℃、炸药量在5ｋｇ以下时风量为60m3／min。 4．按有害气体浓度验算： 回风流中瓦斯或二氧化碳浓度超过1％，即 Q＝P瓦／Q掘≤1％ 式中Q——掘进工作面需要风量，m3／min； P瓦——瓦斯绝对涌出量， m3／min。 则 Q掘≥P瓦／1％＝0．09／0．01＝9m3／min 掘进工作面需风量150m3／min满足以上4个条件，所以选用JBT—52型(11kW)风机。 四、局部通风机安装地点 安装局部通风机的地点设在—150m水平北支巷，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，可以保证局部通风机吸人口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。 附图9：通风系统图(略)。 第二节 压 风 风源来自—150m水平空压机房，选用4L—20／8型和L2—10／8型空压机各1台。自空压机房经—150m水平大巷分别用4寸铁管和1寸胶管送到工作面。 机房风压为6MPa，工作面风压不小于4MPa。 压风系统：—150m水平空压机房→—150m北大巷→轨道下山和输送带下山工作面。 附图10：压风系统图(略)。 第三节 综 合 防 尘 防尘水源：—150m泵房饮用水管路。 自—150m中央泵房+—150m水平大巷一轨道(输送带)下山分别用4寸铁管和1寸胶管送到工作面。每100m安设一个三通，工作面外设4道喷雾。在距工作面6—15m内安设防爆喷雾，在装岩机上方安设一道喷雾，实现装岩喷雾，距工作面50m内设一道全封闭常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭常开水幕。 采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。 防尘系统： —150m泵房饮用水管路→—150m水平大巷→轨道(输送带)下山 →(巷道水幕、装岩洒水、装水炮泥水针、冲刷岩壁水管) 附图：防尘系统示意图(略) 第四节 防 灭 火 该工程均采用风钻湿式打眼，锚喷支护，爆破喷雾降尘。该工程相邻煤层无自然发火倾向和火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。上车场和各中部车场均备有砂子，可直接灭火。防火水源来自—150m泵房饮用水管路→—150m水平大巷→轨道(输送带)下山，经4寸管路和1寸管路接到工作面。 防火系统： —150m泵房饮用水管路→—150m水平大巷→(轨道下山工作面、输送带下山工作面) 第五节 安 全 监 控 一、便携式甲烷报警仪的配备和使用 矿各科室管理人员、区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。 放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作 面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。 二、甲烷传感器的配备和使用 输送带下山和轨道下山两个掘进工作面采用北京仙岛新技术公司的KCJl0型甲烷传感器，通过—150m泵房监控分站与矿KJ66安全监控系统相连。由于本矿为低瓦斯矿井，按规定只设置掘进工作面的甲烷传感器，不再设置掘进工作面回风流中的甲烷传感器。甲烷传感器距工作面不得大于5 m，并且应有防炮崩措施，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300 m m，距巷帮不得小于200 m m，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。 按照<煤矿安全规程)规定，报警浓度设为大于或等于1％CH4，断电浓度设为大于或等于1．5％CH4，复电浓度设为小于1％CH4，断电范围为输送带下山及轨道下山掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 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、甲烷检测设备，每7d必须使用校准气样和空气样调校1次，每7d必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。 必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，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监测值班员；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8h内对两种设备调校完毕。 附图12：安全监测仪器仪表示意图(略)。 第六节 供 电 该工作面掘进施工中，电源来自—150m水平变电所，供电方式为集中供电。 附图13：供电系统图(略)。 第七节 排 水 系 统 排水系统： 轨道下山和输送带下山工作面集水→临时水仓→—150m大巷水沟→—150m水仓→十50m水仓→地面。 附图14：排水系统示意图(略)。 第八节 运 输 系 统 运矸和运料系统：空车由立井→井底车场→—150m大巷一轨道下山和运输下山上部车场→工作面。 工作面→上部车场→—150m大巷→井底车场→立井→地面。 附图15：运输系统示意图(略)。 第九节 通 讯 系 统 工作面均安有电话，能够直接与调度室、下山上部车场、立井底、—150m中央变电所、空压机 房、—150m泵房、井上地面变电所、地面通风机房和有关科室直接联系。 第六章 劳动组织与主要技术经济指标 第一节 劳 动 组 织 采用“三八”制循环作业。循环进度：轨道下山、输送带下山和输送带平巷为2.0m／d；车场为1.8m／d。日进1个循环。 劳动组织表见表4。 工 种 出勤人员／人 备注 早 班 中 班 夜 班 打眼工 4 3 爆破工 1 1 装岩司机 1 1 绞车司机 1 1 把勾工 1 1 1 推车工 1 1 搅料工 2 上料工 2 喷浆工 2 电钳工 1 1 1 开泵工 1 1 1 班 长 1 1 1 合 计 10 11 12 第二节 循 环 作 业 1．合理安排各道工序，进行平行交叉作业。 2．打乱正规循环的补救措施： 提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规 循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环 有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。 附正规循环作业图表(略)。 第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标见表5。 序 号 项 目 单 位 指 标 备 注 下 山 车 场 1 每循环出勤人数 人 34 34 2 循环进尺 m 2.0 1.6 3 效 率 ％ 0.059 0.047 4 月循环次数 个 27 27 30d／月 5 月进尺 m 54 43．2 6 循环率 ％ 90 90 7 炸药消耗量 kg／m 8．3 13．88 8 雷管消耗量 个／m 21.5 36．8 9 坑木消耗量 m3／m 0．03 0．03 10 锚杆消耗量 根／m 7 6 11 水泥消耗量 t／m 0．42 0．5 12 砂消耗量 t／m 0．84 1．0 13 石子消耗量 t／m 0．84 1．0 14 速凝剂 kg／m 170 200 第七章安全技术措施 第一节 一 通 三 防 一、通风管理 1．风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒不准漏风，距工作面距离不得超过5m，以保证工作面有足够风量。 2.加强通风管理，局部通风机必须有专职人员看管，要保持通风机常开不停，任何人不得擅自停机；若需要停机时，必须经通风人员同意后进行。 3．局部通风机要装有风电、瓦斯联锁装置，停风时能自动切断供风巷道内的一切电源。并要与[采煤工作面分开供电。 4．由于停电或者其他原因造成局部通风机不能正常运转时，要停止作业，切断电源，撤出人员。在恢复通风前必须检查瓦斯，当局部通风机及开关附近10m风流中的瓦斯浓度不超过0．5％时，方可继续施工。 5．巷道贯通前须遵守下列规定： (1)掘进贯通前20m，必须停止一个工作面作业，并且通风部门要做好贯通后的调整通风系统的准备工作。 (2)贯通前20m，停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏和警标，并且经常检查该工作面的通风状况，发现瓦斯超限时要立即处理。在掘进工作面每次放炮前，瓦斯员必须到停掘的工作面及其附近风流中检查瓦斯浓度，只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都不超过1％时，方可放炮。否则，必须停止掘进，进行处理。 (3)每次放炮前必须派专人在能够通往两个工作面的所有通道口距工作面75m以外站岗警戒。 6．各车场揭露煤层时，要遵守下列规定： (1)要边探煤边掘进。即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孑L深度为7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以防突然见煤有大量瓦斯涌出。 (2)每次打探孔时，瓦斯员必须在现场观察，见煤后瓦斯员要检查探孔内的瓦斯浓度，发现有瓦斯大量涌出或其他异常情况时，必须停止作业、切断电源、撤出人员进行处理。 二、防尘管理 1.采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。 2.装炮时必须使用水炮泥，每眼使用1—2节。 3.装岩前必须对爆落的岩石进行洒水降尘。装岩时，必须打开装岩机漏斗上方的喷雾，进行降尘。 4.经常冲刷巷道顶帮和管路上的粉尘。 5.距工作面50m范围内安设一道水幕，在放炮时必须打开，等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。 6.回风流中的水幕必须常开，不得随意关闭。 7.防尘工要经常检查防尘管路，发现问题要及时处理。 三、防火管理 1．电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉进行灭火，严禁使用水管灭火。 2．因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用砂石或水管用水灭火。 3．要控制风流，防止火势蔓延。 第二节 顶 板 管 理 1．掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。 2．要认真坚持“敲帮问顶”制度，及时用长柄工具找掉危岩，特别是打眼前、放炮后。 3．找顶工作必须遵守下列规定： (1)找顶工作应由2名以上有经验的老工人担任，1人找顶、1人观察顶板。找顶人员要站在安全地点，观顶人员要站在找顶人员的斜后方，不得影响找顶人员的退路。找顶前要看好退路。 (2)找顶要从支护完整处由外向里先顶后帮依次进行，找顶范围内严禁人员进入。 (3)找顶工作人员应戴手套，用长柄工具。注意防止矸石顺杆而下伤人。 (4)顶帮遇有大块矸石或较大面积离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再由外向里慢慢找下，不得强刨强挖。 4．每次放完炮后，工作面工作人员要等炮烟吹净后，由爆破工、瓦斯员和班组长首先到工作面检查爆破地点的通风、瓦斯、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板情况，然后方可在前探支护下进行敲帮问顶工作。 5．爆破后，要及时使用前探支护，并用木楔加紧，然后用板梁、椽杆和木楔着顶，前探支护距离不大于2m。 6．在顶板破碎时，要适当缩小锚杆眼距，或者及时喷射不少于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆注锚杆。 7．当巷道开口不能正常使用前探支护时，要用3—4根直径不小于20mm的优质圆木作为点柱进行临时支护。点柱要均匀布置在空顶区内，支柱上端要带一长度不小于1．2m的木帽，并用楔子加紧；柱根要坐在实底上，并有不少于20mm深的柱窝，在临时支护下进行打注锚杆工作。掘进长度超过4m时，及时采用前探支架作为临时支护。 8．打锚杆眼注锚杆必须在前探支护下进行，不得空顶作业。 9．每次使用前探支架前，必须检查各部件是否完好，有问题时要及时更换。 10．注锚杆要使用风锚机，树脂药卷固化前，不要使杆体移位或晃动，安注15min后方可预紧锚杆。锚杆必须使用矿用气扳机拧紧，确保锚杆的锚固力达到50kN，达不到50kN的锚杆要重新补打并且做好记录。 11．安注的锚杆托板要与岩帮接触严密，严禁在托板后面充填木片、碴石等杂物。锚杆的外露长度不得大于50mm。 12．顶板锚杆在做拉力试验时，必须在被拉锚杆周围打设2—3根点柱，顶牢顶板，方可做拉力试验，做完试验紧好螺母后，方可回掉点柱。 13．各交岔点在施工时，由于断面较大，采用先掘进直巷，超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。扩帮挑顶时，必须将崩坏裸露的锚杆重新补打，并且要使用2.5m长的锚杆，每根锚杆使用3根K2335型锚固剂。 14．各中部车场石门在穿过煤层时，要遵守下列规定： (1)要边探煤边掘进。即石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板有2．5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2．5m时，改原支护为架工字钢棚子喷混凝土支护。此时，循环进度不得超过0．6m。 (2)接近煤层后，要打浅眼、少装药、放小炮。眼深不得超过1 m；每眼装药量不得超过2卷；每次放炮不得超过2个。 (3)掘进时，支护必须跟头。前3架棚子施工时临时支护仍固定在后路巷道的锚杆上。再向前掘进时，临时支护要使用40型链子固定在工字钢棚子上，用水泥背板着顶。 (4)进入煤层后，落煤方法必须使用手镐刨上部煤；掘进够0．6m后，用前探支架托工字钢梁，梁上着顶，然后再打眼放炮爆破下部岩石，上两帮柱腿。 (5)背帮顶要使用水泥背板。 第三节 爆 破 1．爆破工要由经过专门培训学习，有2年以上采掘工龄并持有合格证的人员担任。爆破工要严格执行本作业规程及其爆破说明书。 2．爆破工领取炸药、雷管时，必须对号领取使用，禁止混用。 3．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。 4．装配起爆药卷时，必须遵守下列规定： (1)必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电物体爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱子上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。 (2)装配起爆药卷，必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。 (3)电雷管必须由药卷顶部装入，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。 (4)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。 5．装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推人，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。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、轨道、钢丝绳、管路、电缆、信号线、，电气设备等导电体相接触。 6．严格执行“一炮三检制” (装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度)，加强起爆前瓦斯检查，防止漏检，避免在瓦斯超限的情况下起爆。 7．起爆时必须使用矿用防爆型发爆器进行起爆。 8.炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： (1)炮眼深度小于0．6m时，不得装药、爆破。 (2)在特殊情况下，如卧底、刷帮、挑顶，确需浅眼爆破时，必须符合下列规定： ①炮泥封满； ②每孔装药量不得超过1卷； ③爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯，浓度超过1．0％ 时不准起爆；④检查并加固爆破地点附近支护。 (3)当炮眼深度为0．6—1．0m时，封泥长度不得少于眼深的1／2。 (4)当炮眼深度超过1．0m时，封泥长度不得小于0．5m。 (5)当炮眼深度超过2．5·m时，封泥长度不得小于1．0m。 9．炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的材料作封泥，，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料做封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。 10．装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药、爆破： (1)掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护不符合规定。 (2)爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1％。 (3)在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1／3以上。 (4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。 (5)掘进工作面风量不足。 11．爆破母线长度和躲炮距离直线直线距离不得小于100m并有掩体，曲线不得少于75m。 12．爆破时，要在所有能通往爆破地点的各通道距爆破地点直线100m并有掩体、曲线75m处 站岗。班长要委派责任心强的人员站岗。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。巡岗人员要一一察看各站岗人员到位后，再通知爆破工起爆；爆破后，站岗人员要等巡岗人员通知撤岗时方可撤岗，站岗期间不得擅自离开岗位。 13．爆破前，班长必须点清人员，爆破工最后离开爆破地点，由班长下达起爆命令，爆破工以吹口哨为警戒号，每次爆破至少要吹3次哨子，每次间隔5—10s，无问题方可起爆。 14．爆破后，待炮烟吹散后，首先由班长、爆破工到头上检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残眼等情况，认真敲帮问顶，找掉活煤、活碴。 ； 15．炸药、雷管要分箱存放并加锁，严禁乱扔乱放。发爆器的手把、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁交给他人。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，并避开机械、电气设备且不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。 16．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，要遵守下列规定： (1)由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。 (2)严禁用镐刨、钎子钻或从炮眼内拉雷管脚线。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用钻眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆炮眼。 (3)应在距拒爆炮眼0．3m处打一平行炮眼，爆破崩出即可。 (4)爆破后，爆破工要收集残炮，并收集未爆的雷管。 (5)在瞎炮处理完毕前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 17．通电以后，拒爆时，爆破工应先将发爆器钥匙取下来，再将爆破母线从发爆器上取下来，扭结成短路，再等15min，才能卷线检查拒爆的原因。 18．当班的装药炮眼应当班放完。在特殊情况下，如果当班留下尚未放完的炮眼，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交代清楚。 19．爆破前，应先加固附近支护，撤出锚杆机、风钻等工具，用溜槽或旧胶带护好开关、电缆、潜水泵等设备，以防崩坏。 20．严格执行爆炸材料领退制度。领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库。严禁乱扔乱放。 21．运送爆破材料要遵守下列规定： (1)爆破材料箱必须使用耐压、抗冲撞、防震、防静电的非金属容器。 (2)雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆破材料装在衣袋内。 (3)运送途中不得逗留，应直接运到工作地点。 22．巷道预透前20m，每次装药前班长应指定专人到所有能通往预透处的通道站岗。直线距离不得小于100m并有掩体、曲线不得少于75m，且有专人联络。爆破工在接到通知后方可起爆。爆破结束后，站岗人员接到联络人员撤岗命令后方可撤岗。 第四节 防 治 水 1号煤层顶、底板砂岩中局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超过30m3／h，一般为5—10m3／h。但两下山掘进工作面必须装1台水泵，每100m做一水仓，容量不得小于20m3。 坚持“有疑必探，先探后掘”原则。 第五节 机 电 管 理 1．井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电压、检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1％时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。 2．操作井下电气设备应遵守下列规定： (1)非专职人员不得擅自操作电气设备。 (2)手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。 3．容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。 4．电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备人井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准人井。 5．敷设高压电缆应遵守下列规定： (1)电缆吊挂必须用电缆钩。 (2)巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击。在电缆坠落时应不落在轨道或输送机上。 (3)电缆钩的悬挂间距不得超过3m。 6．电缆不应悬挂在风简或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0．3m以上的距离。 7．电缆的连接应符合下列要求： (1)电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板或线鼻子与电气设备进行连接。 (2)不同型电缆之间严禁直接连接，必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。 (3)在地面修补的电缆必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。 (4)3台以上的电气设备必须设置局部接地极。 8．井下防爆电气设备的运行、维修和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。 9．严禁甩掉、停用井下各种电气保护。 10．存在下列问题的电气设备及小电器不得下井使用： (1)防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。 (2)绝缘座破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。 (3)导电螺栓、螺母锈蚀超过规定。 (4)喇叭嘴不配套或断裂、缺损。 (5)开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。 (6)开关的机械闭锁失效。 (7)开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。 (8)开关底托架断裂或固定不牢。 (9)电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。 11．电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆： (1)外壳有裂纹、开焊、变形。 (2)防爆壳内外有锈皮脱落。 (3)闭锁装置不全、变形损坏，起不到机械闭锁作用。 (4)隔爆室的观察孔的透明板松动、破裂或使用普通玻璃。 (5)防爆电机接线盒内缺隔爆绝缘座。 12．电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。 13．工作面电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外。 14．电气设备必须使用综合保护开关、风电闭锁等安全保护装置；自动停电时，待查明原因，确认无误后再人工送电。 15．各低压操作规程信号都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。 16．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。 17．电气设备与道轨之间的安全间隙不得小于0．7m。 18．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。 19．井下所有机电设备必须标有“MA”标志。 20．井下过流保护的整定值必须与计算值一致，并按规定进行电气试验，下井前必须进行通滤验。 21．严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。 22．电修工必须经过专门培训学习，并经考试合格，持证上岗。 第六节 运 输 管 理 1．各类司机必须由经过培训考试合格，并持合格证的专职或兼职人员担任。装岩机司机及绞车司机必须严格正规操作。 ] 2．施工中采用人力推车时的注意事项： (1)一次只准推一辆车。人工推罐时，工作人员要头戴矿灯，注视行车前方，思想集中，开始推罐、停车、掉道、前方有人或其他障碍物和在接近道岔、弯道、巷道岔口时，都必须提前发出警号。 (2)过道岔时要减速，慢速通过道岔；过弯道时，要在矿车外侧加力。严禁放飞车，推罐工的头部不能伸人矿车的上方，更不准手扶车沿。 (3)平巷停车要用木楔子制动阻车。 (4)无论空、重车掉道时，上道人员要有专人统一指挥；用铁道或木料撬车时，不能用力过猛，手脚必须置于撬物上方；在车一侧背扛矿车上道时，要注意周围环境，防止挤伤。 (5)推翻斗罐时，每次推罐前都要检查翻斗插销是否插好，插好后方可推车。 (6)同方向推车时，前后车距应大于10m，前方停车时要及时通知后方。 (7)在—150m大巷摘钩时，必须等电机车停稳后方可进行，挂钩时将重罐挂好，躲到安全地点后，方可通知电机车司机开车。 3．严格执行“开车不行人，行人不开车”制度。严禁蹬车、趴罐。 4．绞车滚筒前3—5m处必须打设平头、钉防护板，防止断绳伤人。 5．绞车司机必须持证上岗，开车前进行以下检查： (1)各零部件是否齐全，螺丝有无松动及缺损现象。 (2)开停车的运转是否正常，制动闸是否可靠，操作按钮是否灵敏可靠。 (3)信号是否畅通。 (4)钢丝绳连接环、连接销是否齐全和安全可靠，检查无问题时方可开车。 6．绞车在运行中的安全注意事项： (1)根据信号操作绞车，信号不清或运输道上有行人或障碍物时不准开车。 (2)运行中，要注意小绞车的运转声音是否正常，有异常时立即停车检查，及时处理。 (3)严禁用手排列绳位，开车时思想要高度集中，不准谈话逗笑。 (4)若矿车掉道，应立即停车制动，报告班长，组织上道，上道时要统一指挥，安排注意事项，严禁强行牵引上道。 (5)使用小绞车运输时，每次只能挂一辆空、重车，严禁超负荷，矿车使好满罐绳。 (6)斜巷坡头必须有可靠的挡车装置。 (7)每次开车前，都必须检查翻斗罐插销是否插好，插好后方可开车。 (8)坡上回车时，必须执行带电回车。矿车接近装岩机时，应减速，避免发生冲撞。 7．上坡掘进时，小绞车运输必须使用回头轮，回头轮要用至少双股钢丝绳固定在装岩机上，每班由班长负责检查是否牢固。 8．绞车使用时，分段提升。中部车场I以上施工时，小绞车安装于上部车扬，将重罐提(回)至上部车场，中部车场Ⅱ至中部车场I段施工时，小绞车安装于中部车场I，将罐提至中部车场I，而后由卡轨车提至上部车场。以下各段，如同中部车场Ⅱ—I段提升。 9.上、下山半路装卸车时，必须遵守下列规定： (1)绞车司机注意力要集中，按信号开、停车，听不清信号不准开车，停车时闭锁闸把必须置于闭锁位置，防止矿车下滑。 (2)在矿车的下方支设2根戗柱顶住矿车。 (3)上提或下放矿车时，必须有可靠的信号联系，不得用口令传递信号，待人员全部躲到附近安全地点后，方可发出开车信号。 10.上、下山必须设置挡车装置，在上部车场变坡点前2m处设置一道挡车装置，在变坡点以下5m处设置一道防跑车装置，以后每组地挡间隔距离不超过100m。在装岩机上部5m处另设一道坚固的防跑车装置。矿车运行时，绳道内和矿车的下方不得有人。巷道内的所有人员必须全部躲到安全硐内。上、下山掘进时，每间隔40m设一安全硐，规格为2．2m×2．2m×4．0m，并设红灯。行车时红灯亮，行人必须立即进入安全硐；红灯熄灭后，方可行走。 11．装岩机司机必须经过专门培训，由持有合格证的人员担任。 12.装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱。上山固定装岩机时，除按上述要求外，还需将装岩机用钢丝绳或链子固定于顶帮地锚上；下山固定装岩机时，另需另加设底木梁，底木梁直径不小于250 mm，柱窝不少于300mm。 13．装岩机操作规定： (1)装岩机距工作面距离宜在6—20m之间。 (2)开机前，司机要通知工作面人员全部撤到规定范围以外。 (3)不准用手和工具碰撞运行中的钢丝绳。 (4)工作时两个手把要同时使用，但反向手把应轻压，以防钢丝绳摆动，造成吊斗或飞斗。 (5)耙岩过程中，随时注意导向轮，以防固定地锚掉下，造成耙斗失控伤人。如耙斗阻力过大，不可强行牵引，应将耙斗适当退回，重新牵引耙斗。 (6)经常注意机器运转声音，发现异常要立即停机处理，处理时要切断电源进行闭锁。 (7)在有淋水地点工作时，对电器系统要采取防水措施。 (8)司机作业地点必须扫清浮矸石，不得站在浮矸石上操作。 (9)不得有大于400mm×400 mm的矸石，发现后应先砸碎再行耙装。 14.装岩机装岩前的检查： (1)装岩机的固定情况及护身设施。 (2)地锚要牢固，绳轮转动要灵活。 (3)操纵手把刹车带要灵活可靠，滚筒、钢丝绳、对轮和销子要齐全。 (4)操作按钮要灵敏可靠。 (5)随时检查顶板支护和巷道两帮围岩动态，以防掉碴伤人。 (6)机身内不准存碴，以防耙斗出槽或掉碴伤人。 15．装岩机停止使用时，必须先停电，并取下操纵把手。装岩机操作一侧的安全间隙不小于0.7m，另一侧不小于0．4m。 16．装岩机在弯巷中使用时，必须清理好机道，主绳和辅绳都要设导向轮，并有专人在安全处指挥和信号联系。 17．装岩机作业前，甲烷断电仪的传感器必须悬挂在耙斗作业段的上方。 18．掘进上、下山时，应按下述方法移装岩机：必须使用绞车牵引，移设前先把上、下山及两侧矸石清理干净，铺好轨道，然后检查绞车的固定装置、导向轮是否牢固。上山移设时，卸料槽上的斜撑点柱不得拆除，机械前方、下方不准站人。拆卡轨器、底地锚、腿子时，牵引钢丝绳应拉直，以防机械突然上窜或下移。拆卸时，工作人员身体不得探人机身内，然后提升、下放，使装岩机缓慢上或下放；达到预定位置后进行固定。 平巷移设装岩机时，先将装岩机两侧及前方的矸石清理干净，铺好轨道；再把装岩机的簸箕口抬起挂住，并将两侧小门向内关闭，松开卡轨器、底地锚，整理好电缆即可移动；人力推移或装岩机绞车牵引到位后，重新将装岩机固定牢固。 19．装岩机司机要严格正规操作。在工作时，机身两侧设护身栏杆及点柱，以防钢丝绳甩出伤人。装岩机作业时，必须照明。 20．装岩机使用完后，应把操作手把放在松闸位置，切断电源，卸下手把。 21．卡轨车运输：待使用后另行补充安全技术措施。 第七节 其 他 一、光爆打眼要求 为保证光爆的效果和质量，除合理选择爆破参数外，必须严格施工操作，才能收到实际效果。 1．必须保证打眼的规格质量，打眼的质量是实现光爆的关键，总的要求应使各炮眼达到“平、 直、齐”。即各炮眼互相平行，平行于巷道轴线，各炮眼顺直钻进，各眼眼底应落在同一平面上。严格按爆破图打眼，消灭“自由式”打眼的错误习惯。为保证打眼规格质量，必须采取如下措施： (1)准确看线，抡尺定位。开工前准确地将中腰线引到工作面上，然后按中腰线准确地定出周边眼、辅助眼及掏槽眼位置，并在工作面上做出明显标志。 (2)按中线打好第一个正顶眼。打正顶眼时，在钎杆上方顶板上距工作面1m的地方悬挂一临时中线，以此保持炮眼沿巷道轴线钻进；然后将此眼插上炮棍作为导向的标志，周边眼打在设计轮廓线上，眼底允许向巷道外偏出50—70mm。在周边眼轮廓线上遇到软岩夹层、煤层或层理较发育的部位，应适当增加空眼，作为导向眼。 (3)预量钎长，做到心中有数，保持各眼底落在同一平面上。 (4)划分区域，定人定眼，以便熟悉技术、掌握规律，提高打眼速度和准确性。 (5)下山工作面打眼时，应将底部浮煤、矸清理到实底，排净积水，严禁在水中打眼。每打一个眼，钎子拔出后，立即塞上木塞，防止浮煤、矸石将眼封堵。 (6)下山工作面打眼时，要随时注意防止发生跑车、跑水事故，经常关注这些安全防护设施的有效性，发现问题及时处理。 (7)打眼时，要注意眼的倾角，谨防坡度不够，巷道忽高忽低不一致。 2．严格按要求装药联线，做到认真细致，必须杜绝多装药放大炮的习惯做法。在装药联线应做到以下几点： (1)严格检查炸药雷管的质量，对受潮、变质、硬化的炸药禁止使用，对雷管要做导通试验，以保证所有雷管准爆。 (2)正确加工起爆药卷。用炮针(铜、木或竹制成)在药包子端的正中插一孔，将雷管埋人，而不应将雷管从药包凹面或侧面插入。 (3)扫清炮眼，逐卷装入。装药时要逐卷装入，使之接触，不要几卷一次插入，不要硬塞猛撞，各药卷的聚能穴方向要一致，起爆药卷装入底端，聚能穴向眼口方向。周边眼采用空气柱装药方式，即药圈装入眼底，再装上水炮泥，眼孔内全长均留有空气柱，只在眼口用炮泥(长度不少于300 mm)进行封堵塞紧。 (4)填塞炮泥要有足够的长度，除周边眼外均不得少于400 mm。 (5)细心联线，避免接地。 3．严格按中腰线施工。 二、使用锚杆机时的规定 1．打眼前，必须找掉顶板与两帮的危岩，确保安全作业。 2．禁止锚杆机平放于地面。 3．打眼时，不准用手握转动的钎子。 4．开眼位时，应扶稳锚杆机进行开眼工作。 5．打眼时，不要一味加大气腿推力，以免降低打眼速度，造成卡钻、断钎、崩裂刀刃等事故。 6．钻机回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。 7．钻机加载和卸载时，会出现反扭矩，操作者更应注意站位，合理把持摇臂手把。 三、风钻打眼的注意事项 1．打眼前要检查风水管路是否畅通；零部件是否齐全紧固；注油器内要装满机油；运转声音是否正常，各操作把手是否灵活可靠，有无漏风、漏水现象，气腿升降是否灵活等，无问题时方可打眼。 2．钻眼时，要随时注意两帮、顶板，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理。 3．在打眼过程中，发现钻眼机具的零部件、设施等出现异常时，必须停钻处理。 4．钻眼时，司机要一手扶住风钻把柄，一手根据钻进情况调节操纵阀和钻架调节阀。钻杆不要上下、左右晃动，以保持钻进方向；钻杆下方不要站人，以免断钎伤人。 5．司机扶钻时，要躲开眼口的方向，站在风钻侧面，两腿前后错开；禁止踩空或骑在气腿上钻眼，以防钻杆折断时风钻扑倒伤人。 6．多台风钻同时作业时，要划分好区域，做到定钻具、定人、定开眼顺序，不准交叉作业。 7．使用风钻钻完眼后，应将钻眼工具、设施撤出工作面，存放在安全地点；将风、水管阀门关闭，软管盘放整齐。 8．严禁打眼与装药平行作业和在残炮眼内继续打眼，并必须坚持湿式打眼。 四、文明生产要求 1．巷道内无杂物、浮矸、无积水；上、下山必须用横向沟将水引入水沟。各种材料工具要分类挂牌，摆放整齐。风、水管路要按要求吊挂好，不得漏风、漏水。 2．行人台阶上不得有污泥。 3．开工前班组长开好班前会，详细布置各项具体安全、质量、技术要求，要做到责任到人，各负其责。收工后，将各具体工作详细交代给下一个班组。否则，追究上一个班组的责任。 4。在施工过程中，加强施工质量检验，施工时按工序搞好自检、互检和交接检，做好分部分项质量评定和隐蔽工程的验收，发现质量问题要立即采取措施补救，·不留隐患，确保工程质量符合验收规范和实际要求。 第八章 灾害预防及避灾路线 一、灾害预防 (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2次到工作面检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到“一炮三检”并做好记录，班组长利用便携式甲烷检测报警仪检查瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在工作面外5m处。 2．掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1％时，必须停止使用电钻；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1．5％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1．5％时，必须停止工作，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20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。 3．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，并将处理结果记人专用记录本中备查。 5．掘进工作面供电要与采煤工作面分开，并使用风电闭锁装置。 (二)防治运输事故的措施 为防止运输事故，应采取以下措施： 1．加强绞车司机的业务学习，坚持持证上岗制度。 2．小绞车运输巷道内均安装了双向声光信号，不许用晃灯、喊话、敲管子等方式代替信号。 3．倾斜巷道必须设置挡车装置，上坡口设“常闭式”挡车装置，斜巷中下部设置“常开式”的挡车装置，以防斜巷跑车伤人。 4．坚持“开车不行人、行人不开车”制度。钢丝绳有专人定期检查，司机每班开车前要进行检查，发现问题及时处理。 5．加强轨道维修和管理。 二、避灾路线 若工作面发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离： 1．若工作面发生水灾，施工人员应按如下路线进行撤离：工作面→—150m水平大巷→井底车场→立井→地面。 2．若工作面发生火、瓦斯灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离：工作面→—150m水平大巷→井底车场→立井→地面。 附图16：避灾路线示意图(略)。 第二篇 采煤工作面作业规程 第一部分 编制概要 第二部分 规程编制 第三部分 采煤工作面作业规程样本 第一部分 编制概要 第一条 每一个采煤工作面，必须在开采前，按照一定程序、时间和要求，编制工作面作业规程。 第二条 规程编写人员在编写前应做到以下几点。 (一)明确施工任务和计划采用的主要工艺。 (二)熟悉现场情况，进行相关的分析研究。 (三)熟悉有关部门提供的技术资料。 ， 第三条 作业规程一般应具备下列图纸。 (一)工作面地层综合柱状图。 (二)工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。 (三)工作面及巷道布置平面图。 (四)采煤方式示意图(采煤机进刀示意图或炮眼布置图等)。 (五)工作面设备布置示意图。 (六)工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平面、剖面图)。 (七)通风系统示意图、运输系统示意图、防尘系统示意图、注浆系统示意图、注氮系统示意图、安全监测监控系统(设备)布置示意图、避灾路线示意图。 (八)工作面供电系统示意图。 (九)工作面正规循环作业图表。 第四条 采煤工作面作业规程按章节附图表，并按顺序编号。 第五条 <煤矿安全规程)、<煤矿技术操作规程)、上级文件中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只需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，必须在作业规程或施工措施申明确规定。 第六条 采用对拉、顺拉等方式布置采煤工作面时，应视作同一个采煤工作面编制作业规程，必须明确规定相关内容。 第七条 特殊开采、“三下”开采，以及开采有冲击地压的煤层，必须编制专门开采设计和安全技术措施。 第八条 采煤工作面在以下情况下需编制专项安全技术措施。 (一)采煤工作面遇顶底板松软、过断层、过老空、过煤柱、过冒顶区，以及托伪顶开采； (二)采煤工作面初次放顶及收尾； (三)采煤工作面进行安装、撤面； (四)采用水砂充填法清理因跑沙堵塞的倾斜巷道前； (五)试验新技术、新工艺、新设备、新材料； (六)《煤矿安全规程》等规定中要求的其他需要编制的专项安全技术措施。 第九条 采煤工作面在以下情况下需对原作业规程进行修改和补充。 (一)现场地质条件与提供的地质说明书不符； (二)现场需要采用与作业规程规定不同的工艺； (三)采煤工作面以及运输巷、回风巷加强支护的支护方式、支护强度需要进行变更； (四)发现作业规程有遗漏； (五)《煤矿安全规程》等规定的其他需要修改、补充的内容。 第十条 编制专项安全技术措施，要参照采煤工作面作业规程的编制、审批、贯彻程序进行。 第十一条 编制的专项安全技术措施要按照先后顺序进行编号，作为采煤工作面作业规程的附件。 第十二条 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)改变了原采煤工艺和主要工序安排； (三)原作业规程与现场不符，失去可操作性。 第二部分 规程编制 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 第十三条 工作面的位置：描述采煤工作面所处的水平、采区、标高(最高、最低)、几何尺寸(走向长度、倾向长度、面积)，以及在采区中的具体位置、相邻关系。 第十四条 地面相对位置：描述工作面周边(含终采线)在地面的相对位置、地面标高(最高、最低)。 第十五条 回采对地面的影响：描述工作面的回采对地面设施可能造成的影响，包括地面塌陷区范围、塌陷程度预计，以及对地面建筑物和其他设施的影响程度。 第十六条 描述工作面相邻的采动情况以及影响范围。 第二节 煤 层 第十七条．煤层厚度：描述工作面范围内煤层最大、最小、平均厚度及其变化情况。 第十八条 煤层产状：描述工作面范围内煤层走向、倾向、倾角及其变化情况。 第十九条 描述煤层稳定性、结构(夹矸)、层理、节理、硬度等情况，以及对回采的影响。 第二十条 对煤种、煤质进行描述。 第三节 煤层顶底板 第二十一条 煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶)：描述煤层顶板岩石性质、层理、节理、厚度、 顶板分类等情况及其变化情况。缓倾斜煤层采煤工作面顶底板分类(MT554—1996) 第二十二条 煤层底板(直接底、基本底)：描述煤层底板岩石性质、层理、节理、厚度、底板 分类、底板比压等情况及其变化惜况。 第二十三条 绘制工作面地层综合柱状图，能够反映出直接底、基本底以及不低于8倍采高的煤层顶板的岩性、厚度、间距等。 第四节 地 质 构 造 第二十四条 断层：描述对工作面回采有影响的断层产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。 第二十五条 褶曲：描述对工作面回采有影响的褶曲产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。 第二十六条 其他因素：描述陷落柱、火成岩等其他因素对回采的影响。 第二十七条 按比例绘制工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。 第五节 水 文 地 质 第二十八条 含水层的分析：描述对回采有影响的含水层厚度、涌水量、涌水型式、补给关系， 以及对回采的影响情况。 第二十九条 其他水源的分析：描述老空水、地表水、注浆水、钻孔和构造导水等情况，及其对回采的影响程度。 第三十条 为防止溃沙、溃泥、透水等事故，开采急倾斜厚煤层、特厚煤层时，还应对开采后的上部垮落层的情况进行预计、描述。 第三十一条 工作面涌水量：描述采煤工作面正常涌水量、最大涌水量。 第六节 影响回采的其他因素 第三十二条 参考矿井和相邻采掘工作面的瓦斯、二氧化碳涌出情况，确定工作面的瓦斯、二氧化碳等级以及相对、绝对涌出量。 第三十三条 根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，确定工作面的煤尘爆炸指数。 第三十四条 根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，确定工作面煤层的自燃倾向性；参考相邻采煤工作面煤的自燃情况，确定自然发火期。 第三十五条 参考矿井和相邻采掘工作面的地温等情况，分析地温对回采的影响。 第三十六条 冲击地压和应力集中区：描述本采区、相邻工作面的冲击地压、应力集中区情况及其对回采的影响。 第三十七条 叙述地质部门对工作面回采的具体建议。 第七节 储量及服务年限 第三十八条 计算工作面的工业储量，根据规定的采出率计算可采储量。 第三十九条 应采用下列公式之一进行工作面服务年限(，以月为单位)的计算。 (一)工作面的服务年限二可采推进长度／设计月推进长度。 (二)工作面的服务年限二可采储量／设计月产量。 第二章采煤方法 第四十条 选择采煤方法，描述选择依据。 第一节 巷 道 布 置 第四十一条 描述采区巷道布置概况、服务巷道位置和设施情况。 第四十二条 描述工作面运输巷、回风巷、开切眼的断面、支护方式、位置、用途。 第四十三条 描述其他巷道(联络巷、溜煤眼、硐室)的断面、支护方式、位置、用途。 第四十四条 开采急倾斜煤层时，需要对区段平巷、溜煤眼、行人眼、运料眼以及联络平巷等巷道的断面、支护方式、位置、用途进行描述。 第四十五条 采用水力采煤时，应对多水力运输石门、回风石门、回采垛的尺寸、块段巷道(采煤头、溜煤道)以及煤水硐室的布置进行描述。 第四十六条 高瓦斯、煤与瓦斯突出条件下采用排放瓦斯专用巷道、抽放瓦斯专用巷道的，需要对排放瓦斯尾巷、抽放瓦斯专用巷道进行描述。 第四十七条 按比例绘制工作面及巷道布置平面图，能够反映出井上下对照情况，构造情况，工作面周边的巷道、工程情况。 第二节 采 煤 工 艺 第四十八条 简述采煤工艺。 第四十九条 描述采高、循环进度等。 第五十条 描述落煤、装煤、运煤、顶板控制方式。 第五十一条 采用放顶煤工艺的，应对采放比、放煤步距、放煤方式、端头顶煤回收方式、初次放顶(煤)及收尾时的放顶煤工艺等内容进行描述。 第五十二条 采用分层开采工艺的，应确定分层厚度等内容。 第五十三条 采用上下面同时回采(对拉、顺拉)工艺的，应明确上下面的位置关系和错距。 第五十四条 采用柔性掩护支架开采急倾斜煤层时，需要明确： (一)支架的角度结构、组成、宽度，支架垫层数和厚度，点柱等； (二)工作面安全出口及两巷管理要求； ， (三)扩巷方法、扩巷支护要求； (四)支架的安装和管理要求(点柱的支设角度、排列方式和密度) (五)回棚(柱)放顶规定； (六)支架下放方式、要求； (七)落煤方式和架内爆破规定； (八)架外放煤方式； (九)支架的拆除方式； (十)收作。 第五十五条 采用倒台阶方式开采急倾斜煤层时，需要对各台阶长度、相互之间的错距等作出明确规定。 第五十六条 采用水采工艺的，应做到以下几点。 (一)明确落煤方式(开式、半闭式或闭式)； (二)根据煤层顶板稳定程度选择落垛方式及煤垛参数； (三)根据煤体的硬度选择合理的水压； (四)，明确水枪的安设位置、安设要求、水压要求等内容以及水枪的撤出方式、路线等。 第五十七条 使用采煤机割煤，应叙述采煤机的进刀方式、进刀段长度、进刀深度，割煤方式、牵引方式、牵引速度，并绘制进刀方式示意图。 如果采用人工爆破开切口的，还应参考第五十八条的规定对有关事项进行描述。 第五十八条 采用爆破落煤的，应做到以下几点 (一)进行炮眼布置设计。描述炮眼具体的布置要求，绘制炮眼布置三视图(正、平、剖面图)； (二)填写爆破说明书。应包括工作面的采高、打眼范围，每循环炮眼的名称、编号、个数、位置、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量、装药方式、封泥长度、水炮泥个数、连线方法、起爆顺序、炮眼总长度、循环用药、雷管量等内容。 第五十九条 描述采煤工作面施工工艺流程，简要说明从准备、采、支、运、回到整理的流程。 必要时应绘制工作面工艺流程图。 第六十条 用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。 W＝LSｈγc 式中W——工作面正规循环生产能力，t； L——工作面平均长度，m； S——工作面循环进尺，m； h——工作面设计采高，m； γ——煤的视密度t／m3； c——工作面采．出率，％。 第三节 设 备 配 置 第六十一条 描述工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。 第六十二条 采用机采工艺的，应绘制工作面设备布置示意图。 第三章 顶 板 控 制 第一节 支 护 设 计 第六十三条 进行工作面的支护设计。支护设计应包括工作面、端头和运输巷、回风巷支护设备的选型、支柱密度的选择、基本支架柱排距确定、柱鞋的规格尺寸等内容。 第六十四条 工作面的支护设计，一般采用以下方法。 (一)采用顶底板控制设计专家系统时，应根据系统要求，合理选取有关参数。 (二)采用类比法时，应根据本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。 1．参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，可参考表1。 2．合理的支护强度，可以采用下列方法计算(一般可以采用前两种方法，取其中最大值即为工作面合理的支护强度久)。 (1)采用经验公式计算： Pt=9.81hγk 式中 Pt——工作面合理的支护强度，kN／m2； h——采高，m； γ——顶板岩石容重，kN／m3，一般可取25kN／m3； k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。 表1 矿压参数参考表 序号 项 目 单 位 同煤层实测 本面选取或预计 1 顶底板条件 直接顶厚度 m 基本顶厚度 m 直接底厚度 m 2 直接顶初次垮落步距 m 3 初次来压 来压步距 m 最大平均支护强度 KN／m2 最大平均顶底板移近量 mm 来压显现程度 4 周期来压 来压步距 m 最大平均支护强度 KN／m2 最大平均顶底板移量近 mm 来压显现程度 5 平时 最大平均支护强度 KN／m2 最大平均顶底板移近量 mm 6 直接顶悬顶情况 m 7 底板容许比压 MPa 8 直接顶类型 类 9 基本顶级别 级 10 巷道超前影响范围 m (2)选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度户Pt。 (3)采用工作面不同推进阶段(顶板来压、正常推进)按“支护原则”和“防滑的原则’’要求计算支护强度，取其中最大值。 3.支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算： Pt＝kgkzkbkhkaR 式中 R——支柱额定工作阻力，kN； k——支柱阻力影响系数。 4.工作面合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算： 　　　　　　　　　　　n=Pt/Rt 式中　n——支柱密度，根／m2； 　　　Rt——支柱实际支撑能力，KN／根。 　　5.根据合理的支柱密度，确定排距、柱距。 6．合理控顶距的选择：在满足安全生产的前提下，可以根据工作面的实际条件选择控顶距。坚硬顶板控顶距可适当增大，松软、缓慢下沉顶板控顶距可适当缩小，一般应采用“见四回一”的管理方式。 7．柱鞋直径的计算：柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。 　　　　　　　　　　φ≥200（Rt／πQ）1／2； 式中 φ——铁鞋的直径，mm； 　Q——底板比压，可以从矿压参数参考表中查得，MPa。 第六十五条 根据上述有关参数，结合采高等因素，选取合适的支柱并确定选用的顶梁的型号。 第六十六条 选用金属摩擦支柱进行支护时，应明确升柱器的型号、数量。 第六十七条 综采工作面的支护设计，需要根据工作面合理的支护强度(Pt)，选取液压支架，并参考表3的内容进行适应性比较。 项 目 工作面实际条件 支 架 参 数 采 高／m 倾 角／(°) 煤 厚／m 硬 度f 支护强度／(kN·m-2 底板比压／(kN·m-2) 顶板类(级)别 第六十八条 乳化液泵站设计应包括以下内容： 泵站及管路选型。 泵站设置位置需在相关图纸上明确标明。 泵站使用规定：泵站压力调整要求、乳化液泵配制方式、乳化液浓度、检查方式等。 第二节 工作面顶板控制 第六十九条 确定工作面回采时顶板控制方式。描述控顶方法、控顶距离、放顶要求、支柱支设要求、伞檐规定、铺网要求、护顶方式及要求等。 第七十条 确定工作面正常回采时特殊支护形式。描述密集支柱、抬棚、戗柱(棚)、丛柱、木垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。 第七十一条 确定各工序之间平行作业的顺序和安全距离，回柱放顶的方法，放顶区内支柱(架)、特殊支护等的回撤方式。 第七十二条 描述顶底板变化、地质构造、应力集中区等特殊地段以及其他时的顶板控制方法和要求。 第七十三条 采用水砂充填或矸石充填控制顶板时，需要明确充填的工艺要求、材料来源、材质要求、工序衔接等内容。 第七十四条 采用放顶煤工艺或采煤工作面倾角较大时，需要描述增加支架(柱)稳定性、防止钳架(柱)的方式。 第七十五条 采用水采工艺时，需要描述护枪方式和撤退路线的维护；倾角超过15°时还要描述采空区挡矸点柱的支设方式。 第七十六条 采用人工顶板分层开采工艺时，需要描述造假顶方式、要求、材料以及在回采中防止顶板冒漏的方法等内容。 第七十七条 采用强制放顶工艺的，应进行人工强制放顶设计。 第七十八条 采用放顶煤工艺需要对顶煤进行弱化的，应描述顶煤弱化的措施。 第七十九条 如果工作面有伪顶、复合顶板时，应确定其控制方式。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 第八十条 描述工作面运输巷、回风巷超前支护的方式、距离。 第八十一条 描述端头支护方式、支护质量要求，以及与其他工序之间的衔接关系。 第八十二条 描述安全出口的高度等。 第八十三条 确定各类支护材料的正常使用数量、规格，确定各类备用支护材料的数量、规格、存放地点、管理方法。 第八十四条 绘制工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平面、剖面图)，反映出工作面、超前、端头支护和工作面运输巷、回风巷正常支护等情况。 第四节 矿 压 观 测 第八十五条 确定矿压观测内容。应包括日常支柱(架)支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等内容。 第八十六条 描述矿压观测方法，说明工作面和巷道中矿压观测仪器、仪表的选型和安设位置，观测方式、观测时段。 第四章 生 产 系 统 第一节 运 输 第八十七条 确定运输、装载、转载方式，选择运输设备。 第八十八条 描述运输设备的安装位置、固定方式、推移方式。 第八十九条 描述运煤路线和辅助运输路线。 第九十条 绘制运输系统示意图。 第二节 “一通三防”与安全监控 第九十一条 描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。 第九十二条 进行工作面实际需要风量的计算。 工作面实际需要风量，应按各煤矿企业制定的“通防实施细则”计算或根据瓦斯(二氧化碳)涌出量、工作面的温度、同时工作的最多人数、风速等因素分别进行计算后，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要风量。 (一)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算。 一般情况下采用下列公式： Q=100(67) q k 式中 Q——工作面实际需要风量，m3／min； 100(67)——单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1％取100计算或按二氧化碳浓度不超过1．5％取67计算； q——工作面瓦斯(三氧化碳)绝对涌出量，m3／min； k——工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数，它是各个工作面瓦斯(二氧碳绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行 5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面是：1．2—1．6，炮采工作面尾：1．4～2．0，水采工作面是k >2。 高瓦斯采煤工作面实际需要风量的计算，应根据瓦斯抽放后的实际情况计算，具体为 Q=100(67) q k (1—K抽放率) 式中 K抽放率——采煤工作面的瓦斯抽放率，％。 (二)按工作面温度计算： Q= 60vS Q= 60vS K(放顶煤工作面) 式中 v——工作面平均风速，可选取空气温度与风速对应表中(表4)的相关数值，m／s； S—— 工作面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2； K——综放工作面支架断面及工作面长短的风量调整系数，可从表5中选取。 表4．采煤工作面空气温度与风速对应表 工作面空气温度 ／℃ 工作面风速v／(m·s-1) 煤层厚度<1．5m 煤层厚度1．5～3．5m 煤层厚度>3．5m <15 0．3—0．4 0．3～0．5 15～18 0．5—0．7 0．5—0．8 0．8 18—20 0．8—0．9 0．8—1．0 0．8—1．0 20～23 1．0—1．2 1．0—1．3 1．0—1．5 23—26 1．5—1．7 1．5—1．8 1．5—2．0 26—28 2．0—2．2 2．0—2．5 2．0～2．5 注：有降温措施的工作面按降温后的温度计算。 表5 采煤工作面长度风量调整系数表 采面长度 0～5 50一100 100—150 150—200 200—250 250—300 300以上 系数K 0．8 0．9 1 1．1 1．2 1．3 1．4 (三)按工作面每班工作最多人数计算： Q= 4n 式中 n——工作面同时工作最多人数，人。 (四)按炸药用量计算： Q= 25 A 式中 A——采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，kg。 (五)按风速验算： 1．按最低风速验算，工作面的最小风量 Q>15S 式中 S——采煤工作面平均有效断面面积，m2。 2．按最高风速验算，工作面的最大风量。 Q<240S 式中 S——采煤工作面平均有效断面面积，m2。 (六)根据上述计算，确定工作面实际需要风量。 第九十三条 如果工作面布置独立通风有困难，需采用符合《煤矿安全规程)规定的串联通风时，应按其中一个工作面需要的最大风量计算。 第九十四条 确定通风路线，描述风流从采区进风巷经工作面到采区回风巷的路线。 第九十五条 如果工作面温度超限，必须进行专门降温制冷设计。 第九十六条 采用水力采煤时，其采煤点的供风可以参考掘进工作面作业规程有关风量计算方法和局部通风机选择、安装方法进行设计。 第九十七条 防治瓦斯应包括瓦斯检查和瓦斯监测。 (一)明确瓦斯检查的有关规定，描述与工作面有直接关系的瓦斯检查地点的设置、每班检查次数、检查汇报签字规定，以及瓦斯超限处理、撤人和恢复生产的规定等内容。 (二)明确瓦斯监测的有关规定，描述与工作面有直接关系的瓦斯监测设施(设备)的设置地点、断电瓦斯浓度、复电瓦斯浓度、断电范围，以及瓦斯报警撤人和恢复生产的规定等内容。 第九十八条 采用瓦斯抽放(排放)系统时，还应说明瓦斯抽放(排放)路线。 第九十九条 确定综合防尘系统，描述防尘供水管路系统，防尘方式，隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式等内容。 (一)明确防尘供水系统，应包括防尘供水管路系统设置、供水参数、防尘设施设置位置等内容。 (二)明确防尘方式，应包括工作面综合降尘的各类方式(煤层注水、采煤机内外喷雾，架间喷雾，转载点喷雾，湿式打眼，装煤洒水，个体防护，工作面运输巷、回风巷净化水幕和冲刷工作面运输巷、回风巷等方式)。 (三)明确隔绝瓦斯、煤尘爆炸方式，包括隔爆设施的设置、水量、管理等要求。 第一百条 明确防治煤层自然发火所选用的消防管路系统及措施。 (一)描述回采期间选用的综合防灭火方式(注浆、注氮、阻化剂、凝胶、均压等)，并确定相关的工艺和参数。 (二)确定监测系统，描述束管监测系统安设、传感器的设置地点、监测要求、自然发火标志气体、预报制度，以及气体超限撤人等内容。 (三)明确特殊时期的防灭火要求，包括工作面临近结束、停止正常生产，以及其他意外情况下的防灭火规定。 第一百零一条 绘制通防系统相关图纸。通风系统图、瓦斯抽放(排放)系统图、防尘系统图、注浆系统图、注氮系统图、消防管路系统图、安全监测监控系统(设备)布置图等图纸，可以合并绘制或分单项绘制。 第三节 排 水 第一百零二条 根据工作面的最大涌水量，选择排水设备和排水系统。 第一百零三条 明确排水路线。 第一百零四条 绘制排水系统示意图。 第四节 供 电 第一百零五条 进行供电系统设计，包括以下内容。 (一)选择供电方式、电压等级、电气设备，计算电力负荷。 (二)进行电缆选型计算和电气保护整定计算。 第一百零六条 绘制供电系统示意图。应明确供、用电设备情况，电缆种类、长度、断面和“三大保护”等情况。 第五节 通 信 照 明 第一百零七条 描述工作面与车场、变电所、调度室等要害场所(部门)直接联系的通信设施、电话位置等。 第一百零八条 描述工作面、转载点等主要场所的照明系统设置情况。绘制通信、照明系统示意图。 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳 动 组 织 第一百零九条 描述作业方式。应根据工艺流程和劳动组织，合理安排各工序，尽量做到平行作业、提高工时利用率。 第一百一十条 描述劳动组织方式，说明劳动力配备情况，编制劳动组织表。 第二节 作 业 循 环 第百十一亲 绘制工作面正规循环作业图表。 第三节 主要技术经济指标 第一百一十二条 填制主要技术经济指标表，应明确相关的安全、生产、经济等指标。可以参考表6的方式、内容编制。 序 号 项 目 单 位 参 数 1 工作面倾斜长度 m 2 工作面走向长度 m 3 采 高 m 4 煤层生产能力 t／m3 5 循环进度 m 6 循环产量 t 7 月循环数(循环率) 个(％) 8 月进度 m 9 日产量 t 10 月产量 t 11 工作面可采期 a 12 在册人数 人 13 出勤人数 人 14 出勤率 ％ 15 回采工效 t／工 16 坑木定额 m3／104 t 17 摩擦(液压)支柱丢失率 ‰ 18 金属顶梁丢失率 ‰ 19 铁鞋丢失率 ‰ 20 火药定额 kg／104t 2l 雷管定额 发／104t 22 采煤截齿消耗 个／104t 23 油 脂 kg／104t 24 单位成本 元／104t 25 煤层牌号 26 含矸率 ％ 27 灰 分 ％ 28 落装煤机械化程度 ％ 第六章 煤 质 管 理 第一百尸十三条 描述煤质指标。 第一百一十四条 叙述提高煤质的措施。 第七章 安 全 技 术 措 施 第一节 一般规定 第一百一十五条 有针对性地叙述与本工作面相关的安全制度及需要特别强调的措施。 第一百一十六条 叙述交接班进行安全检查的内容和有关规定。 第二节 顶 板 第一百一十七条 描述工作面、运输巷、回风巷的支护质量要求。 第一百一十八条 描述工作面、运输巷、回风巷冒顶、煤壁片帮的处理方法、措施。 第一百一十九条 描述所用支护材料的质量要求。 第一百二十条 描述工作面、运输巷、回风巷支柱(架)初撑力的要求。 第一百二十一条 描述工作面应采取的防倒柱措施。 第一百二十二条 描述运输巷、回风巷加强支护的方式、要求。 第一百二十三条 明确工作面注液枪的设置、使用要求。 第一百二十四条 描述运输巷、回风巷支架的回撤方法和要求。 第一百二十五条 描述回柱放顶的安全措施。 第一百二十六条 描述其他顶板控制(如采空区放顶)安全技术措施。 第三节 防 治 水 第一百二十七条 描述工作面防治水工作的重点区域和需要进一步加强地质勘查工作的区域。 第一百二十八条 描述排水路线、管路发生堵塞、故障情况下的停止作业、撤出所有受水威胁地 点人员、报告矿调度室的应急措施。 第一百二十九条 描述工作面或其他地点有异常情况，应停止作业及采取的措施等。 第一百三十条 描述其他防治水安全技术措施。 第四节 爆 破 第一百三十一条 描述爆破作业负责人的职责、分工以及相互监督的方式。 第一百三十二条 描述爆破器材领退、使用等安全措施。 第一百三十三条 明确严格按照炮眼布置设计要求打眼，并说明打眼前进行安全检查的内容。 第一百三十四条 明确要使用符合规定的封泥，并坚持使用水炮泥的规定。 第一百三十五条 描述工作面设备、支柱等防止炮崩的措施。 第一百三十六条 描述爆破必须执行“一炮三检”制度、具体检查方法，以及严禁裸露爆破(放糊炮、明炮)和短母线爆破的具体规定。 第一百三十七条 描述什么情况下不准爆破的具体规定。 第一百三十八条 描述其他爆破管理安全技术措施。 第五节 “一通三防”与安全监控 第一百三十九条 描述工作面通风路线发生进、回风不畅情况下的应急措施。 第一百四十条 描述工作面采用的各项综合防尘措施及要求。 第一百四十一条 描述工作面采用的各项综合防灭火措施及要求。说明发生高温点、发现指标气体等发火征兆时的处理方法和安全技术措施。 第一百四十二条 描述在注氮、注浆、洒阻化剂等防火操作时的安全措施。 第一百四十三条 描述在工作面区域内的安全监控仪器、仪表使用、悬挂、移动的要求。 第一百四十四条 描述其他“一通三防”、安全监控及外因火灾防治安全技术措施。 第六节 运 输 第一百四十五条‘描述工作面、运输巷、回风巷中的运输设备依次启动、停止的措施和联络方式。 第一百四十六条 描述工作面、运输巷、回风巷中的运输、转载设备在紧急情况下停机的措施。 第一百四十七条 描述使用带式输送机、刮板输送机等运输设备时的安全措施。 第一百四十八条 描述要专人操作运输、转载、破碎设备，并禁止人员随意跨越的措施。 第一百四十九条 描述发生大块煤炭(矸石)卡住运输、转载、破碎设备以及溜煤眼上口的处理 方式和安全措施。 第一百五十条 描述辅助运输中应采取的安全措施。 第一百五十一条 描述其他运输管理安全技术措施。 第七节 机 电 第一百五十二条 描述工作面采煤机、运输机、转载机、破碎机、带式输送机、液压支架等机电设备的安装固定、使用、移动、维修时的安全技术措施。 第一百五十三条 明确机电设备的使用和操作实行专职制、设备维护实行岗位责任制、现场交接班制、停送电等制度。 第一百五十四条 描述乳化液泵站、管路等管理措施。 第一百五十五条 描述移动变电站和乳化液泵站的移动、固定方式和安全措施。 第一百五十六条 描述油脂管理的要求。 第一百五十七条 描述机电设备检修时的安全措施。 第一百五十八条 描述其他机电管理安全技术措施。 第八节 其 他 第一百五十九条 描述工作面工业卫生、文明生产方面的内容要求。 第一百六十条 描述其他安全技术措施。 第八章 灾害应急措施及避灾路线 第一百六十一条 制定发生顶板事故，瓦斯、煤尘爆炸，火灾，水灾等的应急措施。 第一百六十二条 确定发生灾害时的自救方式、组织抢救方法和安全撤离路线。 第一百六十三条 绘制工作面避灾路线示意图。 第三部分 采煤工作面作业规程样本 ________煤矿采煤工作面作业规程 编号：采××××号 工作面名称： 编 制 人： 施工负责人： 总工程师 ： 主管矿(井)长： 批 准 日 期： 年 月 日 执 行 日 期： 年 月 日 会 审 意 见 会审单位及人员签字 总工程师： 年 月 日 生 产： 年 月 日 通 风： 年 月 日 机 电： 年 月 日 计 划： 年 月 日 煤 质： 年 月 日 技 术： 年 月 日 地 测： 年 月 日 安 全： 年 月 日 运 输： 年 月 日 供 应： 年 月 日 劳 资： 年 月 日 存在主要问题 二、处理意见 目 录 会审意见 第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 第二节 煤层 第三节 煤层顶底板 第四节 地质构造 第五节 水文地质 第六节 影响回采的其他因素 第七节 储量及服务年限 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 第二节 采煤工艺 第三节 设备配置 第三章 顶板控制 第一节 支护设计 第二节 工作面顶板控制 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 第四节 矿压观测 第四章 生产系统 第一节 运输 第二节 “一通三防”与安全监控 第三节 排水 第四节 供电 第五节 通信照明 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 第一节 劳动组织 第二节 作业循环 第三节 主要技术经济指标 第六章 煤质管理 第七章 安全技术措施 第一节 一般规定 第二节 顶板 第三节 防治水 第四节 爆破 第五节 “一通三防”及安全监控 第六节 运输 第七节 机电 第八节 其他 第八章 灾害应急措施及避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上关系 一、工作面的位置 67101工作面位于东采区+125一+175m标高段，东部为F6断层边界煤柱，西面为采区边界煤柱，南部为57081工作面采空区，北部为未开采井田。工作面底板最高标高为+175m，最低标高为+125m，工作面走向长380m，倾向长120m，可采面积为45 600m2。 二、地面相对位置 该工作面在桑楼村西北方0．6km，奶头山以南，地表为丘陵地带，地面标高在十527．5～565m之间，工作面地表为荒地。 三、回采对地面的影响 由57081工作面回采情况推算，回采该工作面可能造成地表出现裂隙情况，裂隙宽度在0～0．2 m之间，裂隙长度在3～10m之间，下雨时可能造成地表渗水。地面周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。 工作面南部为57081工作面采空区，回采后工作面压力往北移动，工作面距回风巷20～30m内有压力增大情况。工作面西部和北部都是未开采井田，东部为F6断层边界。 第二节 煤 层 一、煤层厚度 根据运输巷、回风巷和开切眼掘进巷道探煤情况推断，工作面内煤层最大厚度为7．0m，最小厚度为0．5m，平均厚度为4．0m，工作面由F6断层往西100m煤层变化较大，厚度变化在0．5—5．0m之间，再由此往西到开切眼，煤层厚度较稳定。 二、煤层产状 煤层走向75°一85°之间，倾向345°一355°之间，倾角20°---35°之间，平均倾角270°。 三、煤层结构 该煤层属比较稳定性煤层，由东向西具有厚薄相间的变化趋势，煤层结构较复杂，在掘进该工作面运输巷和回风巷时，由F6断层往西100m之间出现夹矸，夹矸厚度在0．2～2m之间，夹矸以下煤厚0．5m左右，夹矸以上煤厚1．5m，煤层层理紊乱，煤硬度为1—1．5，回采时煤容易片帮，煤层注水困难。 四、煤质 该工作面的--'1煤为黑色粉状，偶见块状，鳞片状薄层，玻璃光泽，煤的原生结构构造不清，强度低，地质疏松，易碎，煤的视密度为1．36 t／m3，该煤层为低灰，特低硫，低磷中高发热量贫煤(发热量为23mJ／kg)局部为无烟煤，主要用作火力发电，沸腾层发生炉等工业用煤，同时也是上好的民用燃料。 第三节 煤层顶底板 一、煤层顶板 伪顶为碳质泥岩厚度0．3m，直接顶为砂质泥岩和细砂岩，平均厚度的3．5m左右，层理发育含大量白云母片。基本顶以灰色细粒长石、石英砂岩为主(又叫大占砂岩)微波状层理，厚度在10—3m。层理发育，含大量白云母均匀分布，垂直裂隙内充填方解石脉，呈灰白色有吸水性。 顶板岩性组合特征为Ⅱ顶板，工程地质条件较好，易维护和管理，但在顶底为泥质或炭质泥岩地段，可产生片帮冒顶，泥化等不良工程地质现象。 二、煤层底板 直接底岩性以砂质泥岩为主，次之为泥岩或炭质泥岩，平均厚4m，呈深灰色和灰黑色，可见点状云母片和黄铁矿结核，并且水平层理较发育。老底为砂质灰岩，平均厚6m，呈灰黑色薄层状细砂岩夹砂质泥岩，含有黄铁矿结核和根茎化石，灰色石灰岩隐晶质蜓科化石。 各类岩石的饱和抗压强度为：泥岩14．7～52．1 MPa，砂质泥岩15．7—69．8MPa即为较稳定性底板，生产中易于维护和管理。 三、地层综合柱状 地层情况见地层综合柱状图见附图1(略)。 第四节 地 质 构 造 一、断层 工作面有两个倾向断层，新F6和F6穿过。两个断层都是正断层。新F6断层走向N17°一31°E，倾向287°一301°，断面倾角60°左右，落差在0—2m之间，破碎带较宽，该断层距提矸井300m，对工作面采影响不大，F6断层走向22°一25°，倾向292°一295°，倾角80°左右，落差为18—20m左右，距提矸井95m左右，工作面以该断层为停采线。 二、褶曲 该工作面地质构造为单斜构造，地层走向75°～85°，倾向345°一355°，倾角25°一27°。 工作面运输巷、回风巷，开切眼素描图见附图2(略)。 第五节 水 文 地 质 二1煤顶板砂岩含水层，二1煤顶板60m范围内所含砂岩裂隙含水层组岩性为细中粒砂岩，共发育3～9层，累计厚度为22m左右。砂岩致密坚硬，裂隙不发育且多被方解石脉充填，主要以顶板淋水形式矿坑充水。该含水层补给条件塑富水性较弱。 二1煤层底板灰岩含水层为太原组上段L7一14组成的灰岩含水层组。其中以山石灰岩发育较厚，层位稳定，厚度为9m左右。其岩溶裂隙发育不均，该石灰岩含水层导富水性极不均一，岩溶水补给循环条件中等，回采过程中会出现底板涌水现象，下运输巷设置水仓，使用水泵排水，对开采煤层影响不大。 在夏秋雨季，工作面回风巷底板涌水有增大现象，主要有地表水顺裂隙渗透到工作面上部采空区。57081工作面老窑水大部分顺着回风巷水沟或排水管流到水仓内，小部分沿着底板渗透到工作面。57081工作面回采结束后进行了注浆灌水，但在掘进该工作面回风巷之时，只表现出顶板淋水情况。该面无地质钻孔。 工作面涌水量；工作面正常涌水量为5m3／h，最大涌水量为10m3／h。 第六节 影响回采的其他因素 根据2004年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为14m3／t·d，绝对瓦斯涌出量为6．9m3／min。二氧化碳相对涌出量为4．1m3／t·d，绝对涌出量为2．0m3／min，属于高瓦斯矿井。相邻67091工作 面相对瓦斯涌出量为3m3／t·d绝对瓦斯涌出量为3．57 m3／min，根据相邻工作面和掘进巷道预计，该工作面相对瓦斯涌出量为9．5 m3／t·d，绝对瓦斯涌出量为3．96 m3／min，相对二氧化碳涌出量为2m3／t·d，绝对涌出量为0．84 m3／min ，属低瓦斯工作面，但按高瓦斯工作面管理。 根据河南省煤田地质局三队提供的河南省大金店镇新新勘探区磴槽煤矿储量(地质)报告二1煤层煤尘爆炸危险性试验加岩粉量为50％，火焰长度为10mm，定为有爆炸危险性煤，爆炸指数为10．93％，以往生产过程中未发生过煤尘爆炸事故。煤层有自燃倾向性，本矿曾发生过煤层自燃，其自然发火期为5个月。 地温冲击地压和应力集中区，根据运输巷、回风巷、开切眼工作面温度一般为20°～21°，掘进开切眼和运输巷时顶板前方有煤炮声，支架压裂响声，地鼓等现象。有时出现片帮或塌落现象，煤层产生明显震动，伴有巨大响声的矿震现象。 地质建议： (1)在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背严背实。 (2)顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。 (3)工作面每推进20m探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。 (4)对工作面底板涌水地段应及时疏通水沟，将水流到临时水仓并及时排出，记录该地点的涌水量。 (5)夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。 第七节 储量及服务年限 该工作面走向长380m，倾向长120m，平均煤厚4．0m，煤层视密度为1．36t／m3，工业储量为24．81万吨，可采储量为23．57万吨。 工作面服务年限为11个月。 第二章采煤方法 该工作面煤层平均厚度为4．0m，煤层倾角27°左右，顶板易垮落，采用单一走向长壁采煤法。 第一节 巷 道 布 置 磴槽煤矿分为东西两个采区，东采区的皮带井为全矿的提煤运输井，东西采区各自有提矸运料井，两采区分别有独自的进风和回风井。东采区的皮带井和提矸井作为东采区的进风井为东采区的采掘工作面提供新鲜风。+125m水平运输大巷担负西采区和67101工作面运煤任务。+175m水平岩巷和东回风斜井为采区回风、行人服务。皮带井和运输大巷使用带式输送机运输，提矸井使用3t箕斗提矸运料。 工作面运输巷、回风巷使用矿用工字钢支护。巷道断面规格为上净宽2．0m，下净宽3.0m，净高2.1m，净断面5.25m2，运输巷布置在+125m水平煤层底板上，距+125m水平岩巷的水平距离为50m左右。回风巷布置在+175m水平煤层底板上，巷道求平不求直，始终保持十0030'坡度，主要用于运料、回风、行人。运输巷求直不求平。每隔80m保持一条直线，主要用于运煤，进风和行人，巷道铺设40t的刮板运输机运煤。开切眼断面规格为上净宽1.8m，下净宽2.8m，净高2.0m， 使用矿用工字钢和单体液压支柱支护。开切眼距提矸井西450m，方位与提矸井方位一致为359°50′。 皮带井和提矸井在十175m水平和+125m水平各有两条绕巷，巷道为半圆拱形断面，使用锚矸、喷浆支护，巷道净宽2．8m，净高2．5m，净断面6.1m2。十175m水平绕巷主要用于运料、行人使用。十125m水平绕巷主要用于进新鲜风和行人。皮带井和提矸井在+175m水平和+125m水平正上方各有一个煤仓，使用锚喷支护。皮带井煤仓转载煤炭使用，提矸井煤仓转载矸石时使用。 67101运输巷每隔80m有一石门巷道与十125m水平运输大巷相连，石门巷道长50m，断面规格为净宽2．8m，净高2．5m的半圆拱。坡度为2°30′，主要用于转载运输、进风和行人。 67101工作面巷道布置图见附图3 (比例1：2 000)(略)。 第二节 采 煤 工 艺 该工作面用爆破落煤和放顶煤工艺，其工艺过程为：工作面分成三段，一段在一个班内工艺流程为：打炮眼+移置输送机一爆破落煤一修理歪扭棚+打铰接顶梁支护顶板—人工装煤+刮板输送机运煤一升单体液压支柱，同时工作面另一段进行工作为，派人回柱放顶，打眼注水，打炮眼，下一班工序与上一班相同，爆破落煤采高为2．0m，放顶煤放至大块矸石流出为止。每天一个循环，一个循环推进1．2m。 一、爆破落煤 打眼工提前5小时下井到工作面打眼。用两台煤电钻分段同时打眼。炮眼角度为：炮眼与煤壁夹角为85°～90°，顶眼仰角为5°～10°，底眼在垂直面上向底板方向保持10°～20°的俯角，为了避免崩翻输送机，底眼眼底高出底板约0．3m，底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。为了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。 炮眼布置方式：炮眼采用三花跟沿倾斜方向布置，这样爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少，打眼劳动强度低，炮眼深度1．2m，装药量根据煤质而定。一般情况下顶底眼装药量为300g，煤软时，每个眼可装药150g，每个炮眼封泥长度不小于0．6m。 爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破。一次装药一次起爆，禁止一次装药分次起爆，为了保证输送机不被爆破落煤压死。每班炮眼分两次起爆，一次起爆的长度为20m。 二、装煤与运煤 工作面采用SGW—40T型刮板输送机运煤，在单体液压支柱及铰接顶梁所构成的悬壁支架掩护下，输送机移到第1、2排之间。爆破落煤后开动输送机把爆破后落在输装煤。在班干部陪同下回收采空区的放顶煤，每10m放三个溜煤口，利用熘煤槽使煤直接溜到输送机上运出工作面。 三、工作面支护和采空区处理 工作面使用单体液压支柱和铰接顶梁支护。采用正悬壁齐梁直线柱布置，最大控顶距为4排支柱，最小控顶距为3排支柱，排距为1．2m，柱距为0．55m。 当工作面推进到第四排支柱时，对采空区处理进行回柱放顶，使采空区直接顶直接垮落。并且使用大荆笆堵住矸石，防止垮落矸石滚到工作面。 四、放顶煤工艺 (1)煤层厚度0．5～7．0m之间，平均厚度4．0m，工作面采2．0m厚的煤，放煤厚度为0～5m，即采放比为1：2．5。 (2)工作面每推进1．2m，进行一次放顶煤，即放煤步距为1．2m。 (3)工作面采用低位单轮，间隔多口放煤，即沿工作面倾斜方向，每10m距离分三个放煤口，放煤口与槽沿平齐，开口规格0．4m×0．4m，开口间距2．5～3．0m。 (4)距下端出口5m，不放顶煤，上端放煤要按工作面要求放净。 (5)初次放顶煤，在初期来压以后开始放顶煤，即工作面推进到13～15m以后，工作面推进到停采线以后，停止放顶煤。 五、正规循环生产能力 W＝LSｈγc 式中W——工作面正规循环生产能力，t； L——工作面平均长度，120m； S——工作面循环进尺，1.2m； h——工作面设计采高，4.0m； γ——煤的视密度1.36t／m3； c——工作面采出率，93％。 代人数据，计算得工作面正规循环生产能力为728．5t。 第三节 设 备 配 置 工作面使用MZ—1．2型煤电钻打眼，选用DZ22型单体液压支柱和HDJA—1200型铰接顶梁支护，荆笆和川杆背顶，采空区用大荆笆背帮。使用40T和40TX型刮板运输机送煤。 第三章顶板管理 第一节 支 护 设 计 一、工作面支护设计 参考本矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数。工作面合理的支护强度： Pt=9.81hγk 式中 Pt——工作面合理的支护强度，kN／m2； h——采高，2m； γ——顶板岩石容重，2.5T／m3； k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，此处取6。经计算，则Pt=294.3 kN／m2 1．单体液压支柱实际支撑力 Rt＝kgkzkbkhkaR 式中 Rt——单体液压支柱实际支撑力，kN； Kg——支柱工作系数，0．99； kz—支柱增阻系数，0．95； Kb——支柱不均匀数，0．9； Kh——采高系数，1·0； Ka——倾角系数，0．9； R——支柱额定工作阻力，300kN。 经计算得 Rt =228．5kN 2．工作面合理的支护密度 n=Pt/Rt =294．3／228．5=1．29根／m2 式中　n——支柱密度，根／m2； 　　　Rt——支柱实际支撑能力，KN／根。 3．工作面柱距、排距 a=(NS)/(Nb+F) 式中 N—— 工作面支柱排数，4； S——每根支柱的支护面积，1／1．29m2； F——机道上方梁端至煤壁距离，0．6m。 经计算得 a=0．57m 根据以上计算的支护强度，工作面柱距、排距确定工作面选用DW22型单体液压支柱和HDJA—1200型铰接顶梁支护顶板。 二、乳化泵站设计 泵站及管路选型：乳化液泵站选在+175m水平输送带井绕巷处，管路选用直径为19mm的铁管。 泵站使用规定： (1)泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。 (2)坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2％～3％，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。 (3)泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18MPa。 (4)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。 (5)曲轴箱内温度不得高于50°，不低于5°。 第二节 工作面顶板管理 一、工作面支架布置方式 (1)工作面选用DZ22型单体液压支柱和型铰接顶梁支护顶板，按顶梁悬挂方式布置为齐梁中心柱，顶梁布置为正悬臂，在采空区和煤壁侧悬臂长度各为0．6m，煤层倾角24°～30°，倾角每6°～8°支柱上仰1°，支柱迎山角为3°～5°，使用荆笆垫柱底，防止底板光滑而滑倒支柱底必须有柱窝。 (2)工作面采用“三四排”控顶，最大控顶距4．8m，最小控顶距3．6m，放顶距1．2m，支柱排距1．2m，柱距0．55m，输送机行人道宽度1．2m，堆放支柱顶梁，荆笆的材料道宽1．2m。 (3)工作面煤壁不得留有伞檐，铰接顶梁末端靠在煤壁上，并有梁窝，有片帮的地方必须使用大荆笆和圆木背实，防止大量片帮。 (4)顶板使用小荆笆和川杆背实，以不露煤为原则，每排距之间使用7根川根，川杆直径不小于40mm，川杆因压力折断时需及时更换。对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。 二、顶板来压的支护措施 (1)在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，并按0．4m间距加密切顶斜抬棚和贴帮支柱，沿采空区一排支柱打一羽哦棚，正常情况下一梁一柱，并使用木鞋板打紧戗支棚，当顶板压力增大时，加密支柱，实现一梁二柱。 (2)回柱采空区顶板不垮落，其悬顶沿走向大于5m，要按0．4m间距在该处及其上下各3m的范围内加密斜抬棚腿。 当其悬顶长度大于10m时，则在工作面悬顶段沿倾斜方向每5m架设一组丛柱，每丛柱不得少于5根支柱；当悬顶段达15m时，每5m架设一个木垛，并及时报矿领导研究采取强制放顶措施。 三、回柱放顶方法及回柱工艺 采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则，回柱时采用由下而上依次分段作业，分段长度不小于20m，在分段交接处必须提前沿走向打好挡矸支柱，坚持先支后回，回柱时必须超前回柱6～7m打好戗棚，并保持后路5．0m内畅通，放顶处用0．8X1m2的荆笆挡在新打好的支柱处，防止大块矸石垮落后滚下伤人。 回收的液压支柱要支在材料道的顶梁上，防止下滑伤人，铰接顶梁堆放在材料道内，放齐码好。 回柱放顶距回收采空区舍帮煤的最小距离不小于6m，回柱放顶在回收舍帮煤上段时，必须在其上段打一牢固的闭子。 第三节 回采巷道及端头顶板管理 一、工作面端头支护和平巷超前支护 (1)采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷接合的部位，它包括工作面机头和机尾的设备区。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位，工作面前方支承压力影响区。煤壁后方支承压力影响区。 (2)工作面运输(回风)巷超前工作面挂1—2列铰接顶梁，顶梁下架设单体液压支柱，实现一梁一柱，超前工作面煤壁20m范围内的运输(回风巷)架超前支护，架设单列铰接顶梁和单体液压支柱，临近工作面10m超前支护架设双列铰接顶梁，后10m架设单列铰接顶梁。超前支护巷道内支架要完整无损，其高度不得低于1，6m。 二、端头的特殊支护 工作面运输(回风)巷中，从工作面煤壁至放顶线之间，原梯形梁靠工作面侧架设走向抬棚。移工作面输送机机头时，撤除靠工作面侧的棚腿。放顶线后方运煤巷的维护长度不得超过1．2m，原巷道上帮距梯形棚梁端0．5m处支设一排走向挡矸支柱。机尾后方1．0m处支设倾斜支柱，柱距为0，25m。 三、运输巷、回风巷支架的回撤 工作面支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶线整齐。运输巷回棚在缩短输送机后进行，采用人工回撤梯形棚，用单体支柱托住棚梁然后拉出棚腿，在护身支柱保护下远距离卸载，顶板垮落稳定后用长把钩取出棚柱。为防止瓦斯积聚，必须要对工作面回风巷支架可超前切顶线一排或半排进行回撤，回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加特殊支柱，柱距为0.25 m，以确保上出口行人安全。 四、备用支护材料数量及存放地点 回风巷距工作面30—100m范围内必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱60根，铰接顶梁60根，坑木2．0m3，以备抢险时急用，此材料随用随补，严禁短缺。工作面每日所需的大荆笆、小荆笆等应根据工作面需用量每班运到。并在回风巷内码放整齐，不得影响行人和运料。 第四节 矿 压 观 测 加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为高全治，成员：曹占营、李学军、张遂章、王有林等。 观测小组必须做到以下要求： (1)要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。 (2)矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报，采取应急措施。 (3)观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。 (4)观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向井长和调度室汇报。 第四章生 产 系 统 第一节 运 输 系 统 一、运输设备选择和安装 工作面使用40t刮板输送机、运输巷使用40t刮板输送机，石门巷道使用650mm宽输送带，运输大巷使用800mm宽输送带，斜井使用800mm宽大倾角输送带提升，地面使用800mm宽输送带直接到煤仓，除运输大巷与斜井交接处使用煤仓转载外，其余全部是直接转载。 工作面中部下端及运输巷交接处各安装一台刮板输送机，机尾用两根单体滚压支柱固定牢稳，运输巷每80m铺设一台输送机，机头设置在石门巷道交叉处，石门巷道的带式输送机机头设置在与运输大巷交接处，机尾处使用单体液压支柱固定稳。 二、运煤系统 工作面→运输巷→石门巷道→运输大巷→煤仓→输送带井→带式输送机→地面煤仓。 三、运料系统 地面材料库→提矸井→175m水平绕巷→回风巷→工作面。 第二节 一通三防与监控系统 一、通风设施设置 工作面下运输巷贯通了4个石门巷道，除进风石门外，其余4个石门都必须安装隔离风门。 +175m水平输送带绕巷和提矸井绕巷分别安装一组正反向隔离风门。工作面回柱放顶处和上隅角各安设一个风帘。风门要完好结实严密、不漏风，风门能自动关闭并且有风门连锁装置。 二、工作面实际需要风量的计算 工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。 1．按瓦斯涌出量计算 Q=100q k 式中 Q——工作面实际需要风量，m3／min； q——工作面瓦斯(三氧化碳)绝对涌出量，3.96m3／min； k——工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数，取1．8。 由此计算得 Q= 713m3／min 2.按工作面温度计算 Q= 60vS K(放顶煤工作面) 式中 v——工作面平均风速，可选取空气温度与风速对应表中(表4)的相关数值，1.5m／s； S—— 工作面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，4.2m2； K——工作面长短的风量调整系数 ，1。 由此求得 Q=378m3／min 3.按工作面每班最多工作人数计算 Q= 4n 式中 n——工作面同时工作最多人数，80人。 由此求得 Q= 320 m3／min 4．按炸药用量计算 Q= 25 A 式中 A——采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，16kg 由此求得 Q=400m3／min 5．按风速计算 工作面的最小风量 Q>15×4．2×2 m3／min＝126 m3／min 工作面的最大风量 Q<240×4．2×2 m3／min＝2 016 m3／min 根据以上计算，工作面实际需要风量取713m3／min。 三、通风路线 行人进风斜井→+125m水平运输大巷→进风石门→+67101工作面运输巷→67101工作面→67101回风巷→175m水平回风巷→东区专用回风井→地面。 四、瓦斯防治 (1)瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，电动机附近等固定点，每班检查次数不少于三次，并向调度室汇报，放炮员躲避地点，放炮地点附近20m风流中、回柱放顶处要加强瓦斯检查。 (2)瓦斯检查班报表必须有上班、本班、下班瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯记录。做到班报、牌报、日报三对照，不得空班、漏检、假检。 (3)当工作面风流中瓦斯达到1％时，停止用电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1％时，严禁爆破。 工作面及其进、回风巷道内，体积大于0．5m3的空间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。 (4)工作面风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1．5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。 工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1％(或二氧化碳浓度超过1．5％时·)必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。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％以下时，方可通电启动。 (5)工作面安装瓦斯断电仪，并且与矿井安全监测系统连网在一起，工作面风流中，工作面回风巷风流中各安装一个甲烷传感器，前者安装具体位置在回风巷距离工作面小于10m的风流中，后者安装在回风巷距离混和风流10～15m处的风流中。它们的报警浓度不小于1％(CH4)，工作面风流中传感器断电浓度不小于1．5％(CH4)，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，回风巷风流中传感器断电浓度不小于1％(CH4)，断电范围是工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，它们的复电浓度都是小于1％(CH4)。 五、综合防尘系统 1．防尘供水系统 地面水池→皮带井→175m水平绕巷→工作面回风巷→工作面； 地面水池→皮带井→125m水平绕巷→125m水平运输大巷→石门巷道→工作面运输巷→工作面。 供水管路每隔50m安装一个三通装置，平时定期冲洗巷道使用。皮带井使用直径3寸水管，工作面的回风巷、运输巷、石门巷道使用直径2寸水管，工作面使用直径1寸的软水管。 2．防尘方式 工作面实现煤层注水，沿倾斜方向每隔6m打一个注水眼，打眼深度为4m，使用高压注水枪注水，每个眼注水到大量注水向外流出为止，每次爆破落煤后，先洒水降尘后再人工攉煤到输送机上。 输送机转载点、皮带转载点都安装喷雾洒水装置，工作面运输巷、回风巷各设置两组净化水幕，每天对工作面运输巷、回风巷冲刷一次，工作面作业人员工作时戴好防尘口罩。 3．隔爆设施的安装 工作面运输巷和回风巷各设置一组隔爆集中水棚；水棚设置在直线段巷内，与工作面的距离保持在60～200m。棚区长度不得小于20m，水量不小于200L／m2。水袋棚安装方式的原则是：当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易洒出。两个水袋之间间隙不得大于1．2m，水袋边与支架、顶板之间的距离不得小于0．1m。 六、防治煤层自然发火 (1)根据地质报告，我矿二1煤层自然发火期为5个月，因此上一个工作面57081回采结束进行注水灌浆，6个月后再沿着57801工作面采空区掘进67101工作面回风巷，停采线前后30m掘进67101工作面回风巷时，保留有4m的保护煤柱，保证不向采空区漏风。 (2)加强工作面回风巷检查，特别是沿采空区一侧和冒顶部分，对冒顶部分必须堵严背实，不能背实的地方须加强瓦斯温度的检查，如有自然发火预兆，应及时采取措施处理。 第三节 排 水 系 统 工作面运输巷是求直不求平，在平巷低处设置临时水仓，根据工作面正常涌水量5m3／h，水仓容积不得小于40m3，安设两台20kW水泵，一台工作，一台备用，涌水直接排到主水仓，工作面排水管直径3寸，主水仓使用型号D85—6X77排水泵三台，一台正常使用，一台备用，一台检修，排水管直径150 mm。 排水路线为： 工作面→运输巷→临时水仓→排水管→主水仓→直径150 mm排水管→地面水池。 第四节 供 电 系 统 一、供电简述 供电电源来自东采区中央变电所，由一台KBSG—400kVA变压器供工作面使用，电压660V，其供电设备、电压等级、电缆种类、电缆断面，馈电开关额定值，安全系数“三大保护”都符合供电系统的安全要求。 供电系统图略。 二、机电设备的安装与验收 所有机电设备的安装一律按照《机电完好标准)执行，特别是煤电钻、接线盒、按钮这些经常移 动的设备坚决不能失爆，带式输送机要谨慎安装，跑偏装置随机控制，烟雾传感器要始终灵敏可靠。 机头处必须配有灭火器。输送带经矿机电科验收后，方可投运。机头前后20m不能用可燃性材料支护。 第五节 通讯照明系统 工作面上、下出口，+125水平煤仓上、下各安装一个防爆直拨电话，可直接与绞车房、变电所、调度室电话直接联系。 工作面运输巷与石门转载点，运输大巷与煤仓转载点各安装一盏防爆日光灯，运输大巷每隔20m安装一盏防爆日光灯，日光灯若有损坏，不亮者及时更换。 第五章 劳动组织和主要经济技术措施 第一节 劳 动 组 织 工作面采用“三八”工作制度，边采边准的作业方式，循环进度1．2m，循环方式是昼夜单循环。 其作业方式为： 交接班→移输送机→打点柱→爆破落煤→打铰接顶梁、支护顶板→人工攉煤。 劳动组织采用专业和综合工种相结合的分段作业方式，除装药放炮，机电维修，回柱放顶由专人负责外，其他工序由若干小组，分段完成采、支、攉等任务，班出勤为71人。 第二节 主要经济技术指标 主要经济技术指标略。 第六章煤质管理 一、煤质指标 煤质参数：灰分13．18％，挥发分9．56％，水分0．39％，含硫量0．65％，含磷0．022％，发热量23MJ／kg。 二、提高煤质和采出率措施 (1)加强顶板控制，提高支护质量，防止局部冒顶。 (2)工作面出现大于70m的矸石必须捡人采空区，在工作面下出口和运输大巷设专人捡矸。 (3)转载点防尘使用喷雾洒水，严禁用水直接向煤内加入，清理疏通水沟，确保井下排水不进入运煤系统。 (4)沿切顶线设置挡矸石的坑木和大荆笆，兼作挡煤使用。 (5)收净工作面浮煤后方可回柱 第七章安全技术措施 第一节 一般规定 (1)工作面回采之前，由东区生产井长和安全井长负责组织人员，由安全井长贯彻学习，经矿和煤炭局审批的该回采工作面作业规程。学习后由安全科出试题进行考试，成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，考试及格后再下井作业。请假人员或新工人上岗前必须进行学习考试，合格 者才能下井作业，工人学习考试成绩分别登记在(作业规程)贯彻考试记录表上。 (2)对工人贯彻该作业规程时，同时再贯彻一次<磴槽煤矿综合管理制度)中安全基本管理制度，对违章范围的处罚规定，炸药雷管管理，便携式瓦斯报警仪管理制度等制度加强学习。 (3)交接班制度： ①对工作面工程质量，安全状况以及遗留问题等，上、下两个班的班组长、安全员、技术员必须在现场交接清楚，并向采区井长汇报。 ②工作面各工作点的采、支工也必须在现场将本工作点的工程质量及安全状况向下一班人员进行交接。 ③机电各岗位操作人员必须在现场交接所管设备，严格执行岗位责任制，保证设备安全运转。 第二节 顶 板 管 理 1．工作面顶板支护安全技术措施 (1)工作面必须保持两个畅通无阻的安全出口，一个通到回风巷，一个通到运输巷，工作面的安全出口要经常维护，两出口处不得堆放材料，在出口处的20m范围内其高不得低于1．6m。 (2)在安全出口处严禁留台阶，因地质变化等原因造成有台阶时，必须采取措施处理，使用结实绳子捆绑在支柱上，使人能安全上、下。 (3)禁止将支柱打在浮煤或浮矸上，支柱要有小荆笆垫底，坚硬底板要有柱窝，不见底板的软煤需用木鞋板垫底。 (4)支柱应有3°一5°的迎山角，架设支架、必须由两人联合操作，不得一个人单独进行操作。 (5)在悬挂金属顶梁时，板销必须用金属链拴柱，顶梁的圆销和板销禁止用木棍，木楔等物代替，防止顶板来压，顶梁下落伤人或造成冒顶事故。 (6)禁止不同性能的支柱在同一个工作面混合使用，被损坏液压支柱和顶梁，必须及时运出工作面，并且堆放整齐，不得任意堆放在底板上。 (7)金属铰接顶梁不得有两根及以上连悬，禁止连续三根支柱挂倒梁，圆销必须打紧，防止梁落伤人。 2．防止片帮、冒顶安全技术措施 (1)所有作业人员严格执行敲帮问顶制度。进工作面时首先由当班队长或班组长对工作面进行全面的安全检查，发现隐患及时处理，确认无隐患后方可作业，所有作业人员都必须在完整可靠的护身支柱下作业，严禁空顶作业。 (2)放炮后及时敲帮问顶和修理歪扭棚，使用荆笆，川杆护顶，及时挂梁、支柱，严禁空顶。挂梁时必须掏梁窝，并用荆笆垫顶梁头，用板销打紧连接两个顶梁。 (3)顶板破碎压力大或煤壁片帮较严重时，及时靠煤壁架设临时支柱或一梁二柱倾斜棚。片帮较多地段，使用大荆笆和坑木及时背帮，’防止大面积垮落。 (4)工作面上端上方第一架支架及下端头下方第一架支架与运输巷内支架的距离不得大于0．5m。 (5)回柱放顶时，回收的支柱及时打在新切顶线内侧的梁下，使用时随用随取。 (6)工作面运输巷、回风巷每班班长要加强检查，出现烂帮、烂顶等情况时，立即排人使用荆笆，川杆护顶、帮。巷道变形严重，支柱歪扭变形的地段必须扩茬维修。当巷道出现冒顶情况时在安全的前提下，及时疏通巷道，保证工作面有新鲜风，防止瓦斯超限，班干部组织人员利用备用坑木及时架设木垛并用大荆笆背顶，防止煤炭或矸石冒落。 3．支护材料的质量要求和措施 (1)单体液压支柱使用前，必须检查零部件是否齐全，支柱有无弯曲、凹陷，顶盖变形，缺爪、漏液等，不合格的支柱不得使用。 (2)工作面使用单体液压支柱的高度应与工作面采高相适应，支柱的最小高度要保证活柱的伸出量不小于顶板最大下沉量加50mm，支柱最大高度不得小于采高，严禁超高支设支柱。 (3)保证单体液压支柱有足够的初撑力，不低于90kN，乳化液泵站和液压系统完好不漏液，压力不小于18Mpa。注液枪的出口压力不低于10 Mpa。 (4)底板松软或不见底板，其抗压强度小的地段，单体液压支柱使用木鞋板垫底。 (5)底板坚硬光滑地段，必须掏柱窝，使用荆笆垫底。 (6)每两根单体液压支柱必须使用防倒链，工作面倾角太大的地方，使用结实的绳子拴牢，以防失效支柱倒下伤人。 (7)支柱在井下储有3个月以上，或使用超过8个月或采完一个工作面，必须检修，不得直接转入其他接替工作面使用。 (8)工作面回风巷存放60根单体液压支柱和2m3坑木作为备用材料，此材料随用随补，不得缺少，并且堆放整齐，不得阻挡行人。 (9)工作面的注液枪的设置距离，保证10m一个，同时开启不得超过两个。 4．回柱放顶安全技术措施。 (1)回柱前，先检查顶板情况，清理松动的浮矸，浮煤和通道。回柱地点后方5m之内不得有杂物、浮煤、浮矸，必须畅通无阻。作业地点前后支架不合适时，需提前加固维护好，在顶板破碎和压力较大的地点，必须打临时支护加强维护。 (2)回柱放顶处连叉子棚不得超过12m，连叉子棚必须两人一组、禁止一人连叉子棚。 (3)人工回柱时必须三人一组，两人回柱，另一人负责观察顶板和运料工作。回柱时必须使用长把工具，不准进入采空区内取料，禁止一个人单独回柱。 (4)回柱放顶前，利用大荆笆挡好，防止矸石窜人工作面。回柱时，必须将顶梁上的板销打上，板销小头向上，然后回柱，最后取下顶梁。 (5)回柱顺序必须由里向外，由下向上逐次进行，实行分段回柱时，其分段距离不得小于20m。 (6)在回柱过程中若发现顶板有可能大面积冒落时，必须告诉周围的人员，尤其是下段工作人员。 (7)放顶接口处悬挂便携式瓦斯报警仪，如果瓦斯超限，使用悬挂风帘法冲散放顶处瓦斯，如不能解决瓦斯超限，禁止继续回柱放顶。 5．运输巷、回风巷回收支柱的安全技术措施 (1)区段平巷支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶线整齐。 (2)运输巷输送机缩短后，该输送机正后即从工作面机头第一排正规支柱起至切顶线范围内，在每个横向顶梁的下方补加一个支柱。 (3)工作面区段平巷超前平巷10m必须打双梁双柱，打双支柱时使用圆木更换平巷顶板工字钢， 回收支柱时，横梁的圆木不再回收。 (4)为防止上隅角瓦斯积聚，必要的情况下，工作面回风巷支架可超前切顶线半排或一排进行回撤。回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加打一排支柱，实现一梁二柱，柱距0.25m，确保行人安全。 6．初次放顶的安全技术措施 (1)初次放顶前，成立以生产矿长为首的初次放顶安全管理小组。要求初次放预期间，每班都有 初次放顶安全管理小组人员跟班，检查初次放顶措施的执行情况，发现不安全因素，立即采取措施进行处理。 (2)工作面开切眼时使用单体液压支柱与铰接顶梁组合的直腿支架，避免开切眼初采改变支护形式，反复支撑时造成顶板松动离层。 (3)加强护顶支护，提高支架的初撑力及稳定性，必须使用小荆笆或木鞋垫支柱底。 (4)初次放顶期间，应适当加大控顶距，要比正常控顶距增加一排支柱。同时，在回风巷备有60根液压支柱，以使在顶板突然来压时，可及时进行维护。 (5)初次放顶期间，对顶板难以垮落的工作面，回柱放顶不得与其他工作面平行作业。 7．过断层时安全技术措施 (1)工作面过断层时，可采取挑顶，卧底或同时挑顶及卧底的办法采煤，以保证工作面的最小高度，增加支架的稳定性，做到既有利于维护顶板又减少破岩量。 (2)在断层处采煤时，必须严格执行敲帮问顶制度，防止掉矸伤人。 (3)在断层处采煤，必须安排技术熟练、经验丰富的老工人操作，在断层处采用打浅眼，少装药，放小炮的方法，严禁放大炮。 (4)工作面过断层时，应适当加大控顶，，当工作面采过断层面—个最小控顶距以后，一次回收断层处外侧支架。 8．收尾放顶的安全技术措施 (1)工作面结束前，必须加强工程质量，支架架设牢固，背严顶板，将工作面控顶距缩至最小控顶距3．6m，同时将工作面的浮煤、浮矸清理干净。 (2)回收的支架及时运出工作面保证退路畅通无阻。 (3)安全出口必须经常检查和维护。若有烂帮、烂顶等不安全情况，应及时加补临时支柱。 (4)由于单体液压支柱是由下向上回收，回柱放顶处必须悬挂便携式报警仪和瓦斯监测报警断电。当工作面通风不良，瓦斯超限时，应停止工作，使用局部通风机供风。 第三节 防 治 水 掘进67101工作面回风巷时，工作面中段底板有涌水情况，另外，工作面需要穿过新F6断层，回采经过这两段是防治水工作的重点区域，坚持“有疑必探，先探后采”的探放水措施。 探放水措施如下： (1)工作面运输巷、回风巷掘进时已经进行探水工作，回采该工作面需做好煤墙的探放水工作。 (2)探放水沿工作面倾斜方向每10m一组探水眼。每组探水眼三个，呈扇形布置，每两个相距1m，中间眼垂直煤墙，两边的眼要与中心眼成63°的夹角，使每两组的边眼在前方基本相交，每个眼深度均为35m。 为了使积水顺利排出，又能防止冲垮煤层，探水钻直径以42m为宜。 (3)严格掌握好超前距，钻孔超前距离为25m，每打一次探水钻，工作面可连续推进10m。 (4)探水时，设专职打钻工。被选定的这些打钻工懂得探放水措施，探水孔的位置、方向、角度、钻眼深度与数目，熟悉附近的地理位置并且责任心强。 (5)打深水眼前，工作面上、下出口的电话要完好，提前挖好排水沟和临时水仓，安排好撤人路线，并规定撤人的报警信号。 (6)打钻时必须由安全员在现场值班，检查空气成分，发现有害气体超过规定，立即停电撤人，并报告调度作出处理。 (7)探水要有记录，记录，内容包括探水眼布置、角度、深度，钻孔中发现的各种情况和问题。在打钻过程中，如发现煤岩变松或沿钻杆向外流水，超过正常打钻供水量时，必须立即停钻，但不得移动或拔出钻杆，派人监视水情，并报告矿调度室。如果情况紧急，必须首先立即通知所有受水威胁地点的人员撤离，并采取应急措施。 (8)放水时要根据矿井的排水能力，水仓容量，估计积水量，设专人监护做好记录，做到有计划的放水，遇到水量突然变大时，必须立即报告矿调度室及时进行处理。 当发现有透水预兆(挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水响、顶板淋水加大、顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，出现涌水，水色发浑有嗅味等异状)时，必须停止作业，采取措施。 第四节 爆 破 管 理 一、放炮员的职责和相互监督的措施 (1)工作面的爆破必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门培训，取得合格证，持证上岗。 (2)工作面使用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms，放炮时采用正向起爆，放炮员必须把炸药、电雷管分别放在药箱内并加锁，严禁乱扔乱放。炸药必须放在支架完整、顶板完好，避开机械电气设备的安全地方。每次放炮都必须把火药箱放到警戒线外的安全地方。 (3)当班使用不完的炸药雷管由放炮员交给炸药库，并登记所退数量。 (4)放炮员必须携带便携式瓦斯报警仪，瓦斯超限时不准装药、放炮。 (5)放炮器手把必须由放炮员随身携带，不准转交他人，不放炮时不准插入放炮器，放炮后立即拔下，摘掉母线并扭在一起。 (6)放炮时，至少有两名人员在现场，其中一人操作，另一个检查瓦斯，顶板、两帮等情况。 二、爆破安全技术措施 (1)装药时必须采取连续装药，药卷间不得留有间隙，装药剩余部分使用黄土泥封填，封泥长度不得小于0．6m，严禁用块状材料或可燃性材料做封泥，无封泥炮孔严禁放炮，严禁放糊炮和明火放炮。 (2)装药时，每装好一个炮眼，其雷管脚线，必须及时拧成短路，严禁拖在刮板运输机上，不得与电缆、电线等导体接触。 (3)放炮母线必须用绝缘的双线，严禁用金属管或大地做回路，不得有明接头。 (4)放炮联线串联，严禁并联或串并联。 (5)采用分组装药时，一组装药必须一次起爆。严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。 (6)有下列情况之一者，不准装药放炮： ①风量不足或无风时不准放炮； ②放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1％及以上时或局部瓦斯浓度达到2％及以上时； ③炮眼内出现出水异状，温度骤高、骤低有显著瓦斯涌出，煤岩变松，透老空等情况时； ④炮眼质量不合格或数量不足时，放炮时安全员、放炮员、班组长三者缺一人时。 (7)放炮时放炮员和班组长派责任心强人员在工作面的运输巷和回风巷站岗警戒，所有人员必须撤到安全地方躲炮。放炮员必须最后离开放炮地点，并发出警号，在支架完整避开电气设备的地方放炮。放炮前先发出信号至少再等5s，方可放炮。放炮时，警戒人离放炮下口不得少于50m，所有人员不得进入回风巷。 (8)处理拒爆、残爆、瞎炮时，严格按照<煤矿安全规程)第341、342条规定进行处理。 (9)爆破后，待工作面的炮烟被吹散，班组长、放炮员及时检查爆破地点的通风、瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。 (10)放炮前后，在放炮地点附近30m内洒水降尘。 第五节 一通三防及安全监测 一、通风安全技术措施 (1)通风队长、安全井长每周定期检查工作面进风巷、回风巷、专用回风并及通风设施，发现有断梁、折腿、冒顶等情况时及时处理，保证正常的通风断面，杜绝瓦斯积聚现象。 (2)工作面运输巷和回风巷绕巷的风门必须连锁，防止同时打开两扇风门，造成风流短路。通风设施和风门如有损坏须及时维修、更换，避免影响工作面风量。 (3)工作面回采之前，通风队必须按照作业规程规定，把风量配够，并每旬定期测量进风和回风巷风量。根据工作面瓦斯涌出等情况，制定调风措施，进行风量调整，满足工作面生产需要。 (4)工作面必须是新鲜风，其回风直接进入专用回风井，不得与其他工作面串联通风。 (5)工作面进风巷、回风巷必须畅通，不得任意堆放杂物，其通风断面不得小于设计断面的2／3。 (6)当工作面进风巷、回风巷出现冒顶情况时，在安全的前提下及时疏通巷道。如通风巷道阻塞、风量过小，造成工作面瓦斯超限时，切断工作面、回风巷所有电气设备的电源，停止工作面人员工作，并及时通知调度室。进行巷道维修，对冒顶部分进行架木垛，防止顶板再次冒落，等到巷道恢复原来断面，工作面瓦斯不超限，再给工作面、回风巷电气设备送电，恢复生产。 二、综合防尘措施 (1)工作面放炮时使用黄泥充填炮眼，封泥长度不得小于炮眼深度的一半。炮眼深度小于1．2m，最少不得低于0.6m，放炮前后要对放炮地点洒水降尘。 (2)工作面、运输巷、石门巷道、运输大巷等机头转载点必须设置喷雾洒水装置，每班运输出煤时，要保证正常使用，防止煤尘飞扬，每班结束前，对各个转载点的电气设备进行煤尘，清理，并对转载点前后巷道洒水降尘。 (3)工作面进风巷和回风巷各设置两组净化水幕，净化水幕要封闭整个巷道断面，不得随意关闭，运输巷和回风巷每天定期清洗一次巷道。 (4)工作面所有作业人员要搞好个体防护，戴好防尘口罩。 三、综合防灭火措施 (1)工作面采用走向长壁后退式开采。以减少采空区的漏风。 (2)加强57081工作面采空区密闭封堵情况检查，如有漏风，则必须对密闭进行再次封堵，以减少向采空区的漏风。 (3)加强工作面回风巷的检查，发现有高温点及时处理。 (4)机电设备严禁缺润滑剂运转，其附近5m之内，不准存放润滑油、棉纱、布头等易燃物品。 (5)工作面结束后，在一个月之内对停采线使用黄泥进行灌浆注水，对进风巷和回风巷做密闭。 工作面每推进一个石门后，就对该石门巷道做密闭，减少向采空区的漏风。 (6)皮带头转载点前后20m之内严禁用圆木和可燃性材料支护。 (7)任何人发现井下着火时，首先应立即采取一切可行的方法直接灭火，并迅速报告矿调度室。 在现场的班长或技术员依照矿井灾害预防和处理的规定，将所有可能受灾害威胁地区的人员撤离危险区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。 四、预防瓦斯和安全监测措施 (1)工作面设置一名专职安全瓦斯检查员，加强瓦斯检查，检查地点：工作面上、下出口、上隅角、电动机附近、工作面回风流中、回柱放顶处，上述地点每班检查次数不少于三次。 (2)工作面放炮地点必须执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”发现放炮地点前后20m范围内瓦斯浓度超过1％时禁止装药放炮。 (3)瓦斯检查、瓦斯记录做到班报、牌板、日报三对照，不空班漏检、假检。 (4)工作面使用高压乳化液泵及配套管路实施煤壁注水技术，一方面降低工作面的煤尘，另一方面使瓦斯均匀涌出，避免工作面出现瓦斯忽大忽小现象发生。 (5)工作面和回风巷安设甲烷自动报警断电仪装置，工作面风流中瓦斯浓度达到1％时，甲烷自动报警仪发出报警信号，停止工作面的打眼放炮。当工作面瓦斯浓度达到1。5％或回风巷瓦斯浓度达到1％时。报警断电装置能自动切断工作面和回风巷所有非本质安全型电气设备电源，并撤离人员，采取措施进行处理。只有瓦斯降到1％以下时，才准人工复电，恢复工作。 (6)工作面甲烷传感器设置在回风巷距工作面不大于10m范围内，回风巷甲烷传感器设置在回风巷距离混合风流10—15m处。传感器垂直悬挂，距巷道两帮不得大于0．3m，距顶板不得小于0．2 m。 第六节 运 输 管 理 一、输送机、带式输送机启动安全技术措施 (1)工作面和运输巷的输送机和带式输送机停止运转时，首先由工作面上部输送机停止运转，并用矿灯向下部输送机传递信号，并呼叫下部开输送机人员，依次向外传递信号，停止输送机运转，在运输大巷，停止带式输送机运转时，打电话通知机头人员停止带式输送机运转，启动时由带式输送机头向工作面依次启动，同时使用电话或矿灯传递信号，工作面使用17型刮板输送机时，启动时先点三次，才能开机。 (2)当工作面输送机出现大块矸石、木料、坏柱等物料时，应及时停机排出。大链出槽、飘链和输送机拱起时，严禁在运动中用手扶或脚蹬等方法进行处理，遇有断大链、机体激烈跳动，电机电缆过热等危及安全运转的意外情况时，司机必须立即停机迅速汇报，做出处理。 (3)开机时，司机不得位于运行方向的正前方，运行过程中必须认真监视输送机运转及其附近支架情况，发现异常立即停机。 二、刮板输送机安全技术措施 (1)机关安置要稳妥，各部位联接螺栓要紧固，防护罩、电风机等不松不缺，减速箱油位合适，油质合格，液压联轴节油量适宜，刮板不飘链。 (2)空车试运转，使刮板链回转一周，刮板链松紧均匀适宜，机尾滚筒转动灵活，从联接环螺栓，刮板及销链有缺损或歪斜的，必须停机进行处理。 (3)不准超负荷启动，因过负荷不能正常启动时，连续启动不得超过五次，每次时间不超过10秒，输送机应平稳，无异常响动和振动。 (4)移输送机遵循由下向上的顺序，即支好机尾压柱后撤出机头压柱，由下向上移输送机，待机头推到位打好压柱后，方可撤除机尾压柱将输送机推到预定位置，重新打好机尾压柱。 (5)工作面移输送机，必须在临时支护的保护下进行，即在先支后回的前提下进行。将输送机移到位，并打输送机边基基柱后，方可回撤临时支柱。移输送机时，必须锁启动器，去掉保险销。移输 送机，一次回撤支柱不能超过20根，并且在顶梁上打好板销。 三、带式输送机运输安全技术措施 (1)带式输送机机头和带式输送机机尾必须设置通信装置，当启动或关闭皮带时，利用电话告诉带式输送机机尾或带式输送机机头人员。 (2)带式输送机正常使用前，必须进行试运转，只有输送带不出现跑偏、打滑等情况下才能投入正常使用。 (3)输送带机架上设置紧急制动装置(每50m安装一个)，当输送带上出现异常等紧急情况下，及时关闭制动装置。解除危险后，才能重新启动。 (4)每班派人检查输送带；如果有跑偏，托辊不转动，底板浮煤多等情况时，及时维修，清理浮煤。 (5)行人不得随意跨越、乘坐带式输送机。跨越带式输送机时必须经过天桥，并且天桥要设置防护栏。 (6)机头溜煤囤必须设置防护栏，防止人员误人溜煤囤或带式输送机下面造成伤害。 四、辅助运输安全措施 (1)回风巷运送坑木、荆笆、川杆等支护材料时，严禁同时打开两件隔离风门，避免造成风流短路。 (2)人工推运矿车时，两车之间距离不少于10m，转弯时必须喊安全口号，呼叫前面人员躲开。 (3)严禁搭车、放飞车、手拉车或以矿车撞击风门。 (4)矿车销子严禁用木棍或其他强度不够的东西代替。 第七节 机 电 管 理 一、机电设备安全技术措施 (1)工作面机电设备实行专职管理，每班有两个机电工跟班维护和操作。 (2)每台输送机、带式输送机每班设置专人开机管理。 (3)跟班电工必须穿绝缘鞋，按时人井，在工作面进行交接班，交接人员在交接班时，若设备发生故障应配合接班人员修好再下班。 (4)跟班电工坚守工作岗位，做到随叫随到，随坏随修，不误生产。 (5)跟班电工在交班时，必须检查有无损坏，若有事故不清除不交班。 (6)电缆不能有破口或漏电现象，坚决杜绝“鸡爪子”、 “羊尾巴”、明接头，电缆要吊挂整齐，不能盘圈，开关及电气设备不合格、不完好不能人井使用。开关要上架，“五小”要上牌。 (7)检修设备，严禁带电作业，需停电检修，必须提前联系通知，开关处应挂“有人工作，严禁合闸”牌，上紧闭锁派人看守，未经许可不得送电。 二、煤电钻管理安全技术措施 (1)工作面的煤电钻必须使用综合保护装置，使用前先检查煤电钻零部件是否齐全牢固，插销是否完整，开关是否灵活，如发现异常情况，应立即切断电源，进行处理。同时要对煤电钻进行试运转，并进行一次跳闸试验。 (2)电缆接头要严密结实，发现煤电钻检漏装置有故障或网路绝缘降低时，应立即停电处理，修复后方可送电。检漏装置应灵敏可靠，严禁丢掉不用。 (3)使用煤电钻时，应当提着把手将煤电钻送往工作地点，禁止顺底板用电缆拖着走，不准在输送机内拖拉电缆。 (4)打眼过程中，发现眼内涌水，温度突然升高或降低，风量不足，瓦斯超限，电缆漏电等危险时，应立即停止工作，切断电源，向班长汇报并处理。 (5)打眼结束后，应将煤电钻、电缆线、钎子及时收回，将电缆盘放在距工作面10m以外的安全地点，并切断电源。 三、乳化液泵安全措施 (1)开泵前应检查各部件系统是否完好，乳化液是否适量，检查各部件有无损坏，各连接管路是否有漏液现象，吸液管是否有折叠，发现问题及时处理。 (2)巷道内供液管路必须吊挂整齐，工作面乳化液管路和注液枪设专人管理。 (3)供液系统不得漏液串液，否则及时更换，连接处用合格的密封圈和U形卡。 (4)拆卸供液系统必须停泵，并将液压系统卸载。 (5)泵站内使用清水，并定期清理泵箱内沉积的污垢和杂物。 四、电气设备防爆措施 (1)加强机电设备维护保养工作，保证设备完好率达到100％。责任到人，发现问题及时处理。 (2)电气设备必须零部件齐全，防爆性能良好，摆放在干燥地方，并上架，未经机电科验收的设备，不准人井使用。 (3)开关的熔断丝禁止用钢、铁、铝丝代替，必须使用和电气设备负荷相符的保险片。 (4)各类电气设备要做到勤检查、勤维护，严禁失爆和带病工作。 (5)电气设备有过流、漏电、接地保护装置、检漏继电器每班必须试验一次。无特殊情况不得停运检漏继电器。 第八节 其 他 一、文明生产要求 (1)工作面运输大巷、运输巷、回风巷环境卫生，实现分段承包责任制，每班派人对运输巷、回风巷的杂物、煤尘、水沟进行清理打扫，保证备用材料堆放整齐，巷道干净，水沟畅通。 (2)输送机机头、带式输送机机头等转载处的煤尘，当班司机必须清扫干净，才能进行交接班。 (3)各类电气设备、电缆每班电工进行清扫，悬挂整齐。 (4)运输巷、回风巷进行扩茬后，当班必须把巷道打扫干净，不得留有杂物。 二、工作面结束后安全技术措施 (1)工作面回采到停采线后，及时回收工作面支架和铰接顶梁。 (2)同时在工作面回风巷和进风巷距离停采线5m处，各打两道密闭。 (3)密闭的一般要求： 密闭墙四周一定要深入围岩岩内，煤巷中槽深1m，岩石中槽深0．5m，如果四周有裂缝应用水泥砂浆灌严。 砌碹密闭时，先在槽底铺一层砂浆，挂灰错缝把墙与岩之间的接触点填实。 灌浆双层密闭墙中间留0．5m，以上空隙先填砂子、黄土等。 建筑密闭墙用的灰砂比为1：3—1：4，涂料墙面用的灰砂比为1：1～1：2。 (4)打好密闭后，悬挂检查牌板，定期检查二氧化碳等。 (5)工作面结束后45天之内必须用黄泥灌浆，确认停采线灌满浆，报调度室批准，停止灌浆。 第八章 灾害预防及避灾路线 一、工作面大面积来压或冒顶预防措施 (1)工作面出现大面积来压或冒顶时，在场班组长或安全员应视具体情况，通知作业人员从运输巷或回风巷撤离到新鲜风流中去，并报告调度室。 (2)当冒顶处有人受伤被压时，班组长应组织有经验的工人利用备用的坑木荆笆等备用物资进行临时支护，在安全的条件下抢救出被压伤人员。 二、火灾事故预防措施 (1)工作面发生火灾后，初期火源较小，现场作业人员应立即采取一切可能的方法直接灭火，利用洒水管、湿衣服等灭火材料灭火，另外及时报告调度室。 (2)当火势过猛不能扑灭时，立即通知工作面、回风巷以及受火灾威胁的作业人员。处于火区人员听从班组长或安全员的指挥，迎着新鲜风流，有秩序撤离危险区，同时注意风流的变化。在火灾回风巷一侧人员，通过回风巷绕巷迅速进入提矸井或皮带井。 (3)安全撤离路线： ’ 火灾点→工作面→运输巷→进风石门巷道→125m水平运输大巷→行人斜井→地面。 工作面发生火灾时回风巷侧人员： 回风巷→175m水平绕巷→提矸井→地面。 三、水灾预防措施 (1)透水预兆有：煤壁挂汗、煤层变厚、淋水加大、水叫声。煤壁挂红、酸度大，水味发涩和有嗅鸡蛋味，煤发潮发暗，工作面有上述预兆，应停止作业，迅速报告调度室。 (2)突然透水时，立即报告矿调度室，并在班长指挥下，尽力就地取材加固工作面，设法堵塞出水点，以防事故扩大，如果水势很猛，无法堵塞出水点，则应有组织地沿着避灾路线撤离。 (3)撤离前设法将撤退的路线和目的地告诉矿井领导。撤离时注意向高处走，位于透水点下方的工作人员撤离时，若遇到水势很猛，很高水头时，要注意不能让水头打翻或被水中滚动的矸石撞伤，要尽力屏住呼吸，用力拽住支架闯过，直至达到安全地点。 (4)矿领导接到透水事故电话后，立即成立援救指挥部，准确核查并下人员，如发现有人被堵井下，首先应制定营救措施，立即通知泵房人员，将水仓的水位降到最低程度，以争取较长的缓冲时间，如有淹井危险时，井下所有人员向外撤退，迅速向安全出口转移，直到安全升井。 (5)避水路线：、 工作面→回风巷→175m水平绕巷→提矸井→地面。 避灾路线示意图略。