扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷掘进作业规程
目 录
第一章 概 况 6
第一节 编 制 依 据 6
第二节 巷道布置 6
第二章 地面相对位置及地质情况 7
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 7
第二节 岩(煤)层赋存特征 7
第三节 地质构造 8
第四节 水文地质 9
第三章 巷道断面及支护 9
第一节 巷道断面 9
第二节 支护设计 10
第三节 支护工艺 11
第四节 轨道及道床 13
第五节 巷道排水沟 14
第六节 巷道管线布置 14
第四章 施工工艺 14
第一节 施工方法 14
第二节 凿岩方式 15
第三节 爆破作业 16
第四节 装载与运输 16
第五章 生产系统 17
第一节 掘进通风 17
第二节 掘进压风 19
第三节 瓦斯防治 20
第四节 综合防尘 20
第五节 防灭火 21
第六节 安全监控 21
第七节 供电 22
第八节 排水 24
第九节 运输 24
第十节 照明、通信和信号 24
第六章 矿井六大系统 25
第一节 安全监控 25
第二节 人员定位 26
第三节 通讯联络 27
第四节 压风自救 29
第五节 供水施救 30
第六节 紧急避险 30
第七章 劳动组织及主要技术经济指标 31
第一节 劳动组织 31
第二节 循环作业 31
第三节 主要技术经济指标 34
第四节 防治水安全技术措施 37
第五节 机电安全技术措施 38
第六节 运输安全技术措施 38
第八节 其它安全技术措施 41
第九章 灾害应急措施及避灾路线 42
第一节 火灾事故应急措施 42
第二节 瓦斯事故应急措施及避灾路线 44
第三节 顶板应急措施及避灾路线 45
第四节 机运事故应急措施及避灾路线 45
第五节 水灾应急措施及避灾路线 45
第六节 跑车事故应急措施 46
第一章 概 况
第一节 编 制 依 据
一、《扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷掘进地质说明书》
二、《扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷施工设计图》
六、《2012年生产计划》
七、《煤矿防治水规定》
第二节 巷道布置
一、巷道名称：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷。
二、巷道位置：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷位于二采区东翼。
三、巷道用途：
(一)巷道用途：扩大区底板放水巷主要用于工作面放水(局部段兼作底板瓦斯抽放)。
(二)相邻关系：北为巡司背斜轴部，与北矿以211#勘探线为界，东南为本矿井二水平，以煤层+485m水平标高为界，西边为二采区和扩大区的隔离煤柱。
四、工程设计及服务年限
(一)工程设计：
1、扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷设计总工程量约1090m，在空压机硐室内挂口，挂口坐标：12196.757,61669.619以方位角39°29′32"施工扩大区底板放水巷287m(转向前均按车场断面施工)后，转向以方位角343°47′49"施工扩大区底板放水巷312m，均按3‰的坡度施工，最后再转向以方位角230°30′6"，按+11°30′的坡度施工一区段底板抽放巷437m落平，直至贯穿2811边界放水巷下平巷。
所有巷道均按中线控制方位，腰线控制坡度掘进。
(二)服务年限：该巷道设计为扩大区瓦斯治理抽放管路布置及工作面开采放水服务，预计服务年限约10年。
五、预计开(竣)工时间：预计12年2月下旬开工，预计13年1月上旬竣工，
六、施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题
1、距第一次转向50m时，施工探眼探明煤层位置，根据钻探情况，在距煤层15m开始沿煤层转向。
2、挂口后及开始过巷，过巷措施详见第七章第八节。
附图1：扩大区底板放水巷及一区段底板抽放巷巷道布置平剖面图(1:1000)。
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、地面位置
扩大区底板放水巷位于215#～217#勘探线之间，地表位于小梗子～小包包一带，多系季节性冲沟和坡地，有少量的耕地，无老窑、水体和其它大型建筑物。
二、相邻关系
北为巡司背斜轴部，与北矿以211#勘探线为界，东南为本矿井二水平，以煤层+475m水平标高为界，西边为二采区和扩大区的隔离煤柱。
三、巷道
井上下对照关系见表1。
第二节 岩(煤)层赋存特征
一、岩(煤)层情况
(一)巷道岩层产状、厚度、结构、坚固性系数(f)
飞仙关组一段(T1 f 1)岩性：灰绿色细～粉砂岩，下部为浅灰绿色砂质泥岩，含大量的“龙须状”方解石脉。条带明显，具水平层理，局部夹薄层状泥质砂岩，岩芯较破碎，具溶蚀现象。
宣威组上段(P2x2)岩性：属含煤地段，以灰～浅灰色细砂岩和灰～深灰色泥岩为主，中夹1～9#煤层(其中2、3、7、8#煤层属可采煤层)，与上覆飞仙关组一段(T1f 1)分界岩层为灰黑色致密结构的泥灰岩，界面较明显。岩层多呈薄～中厚层缓倾斜状，常为砂岩、泥岩互层带，多含鲕状菱铁矿或黄铁矿晶粒，煤层段常含动、植物化石碎片及钙质结核。
宣威组下段(P2x1)岩性：以灰～浅灰色泥岩及灰～深灰色粗、细砂岩互层为主，常夹中厚层状细～粉砂岩和菱铁矿透镜体，9#煤线为宣威组上、下段标志层。
(二)顶、底板岩性及特性分析：
伪顶为灰色粉砂质泥岩，直接顶为灰白色粉砂岩，底板为深灰色泥岩含植物化石碎屑。
二、灾害情况
(一)该区域预测巷道瓦斯涌出量：相对瓦斯涌出量小于14m3/t。
(二)该区域瓦斯突出倾向：无瓦斯突出
(三)该区域煤层自然发火倾向：工程为底板岩巷施工无煤层自然情况。
(四)该区域煤尘爆炸指数：无煤尘爆炸危险性。
(五)地温：20℃。
附图2：岩性柱状图。
第三节 地质构造
一、巷道煤层产状要素及断层情况
扩大区底板放水巷一区段底板抽放巷区域地质构造较复杂，煤(岩)层产状：90°～120°<10°～16°,平均倾角12°。该区域处于巡司背斜轴附近，推测在扩大区抽放巷施工地段,小型构造及裂隙可能较发育;届时可能出现岩层破碎、软化带、岩层整体完整性差等现象;同时落差小于3m的小断层可能频繁出现。
二、岩石普氏分类及普氏系数：4～8
第四节 水文地质
一、巷道区域的主要水源
通过钻孔柱状图可以看出，扩大区底板放水巷位于宣威组下段(P2x1)，上为宣威组上段(P2x2)裂隙含水层。飞仙关组一段(T1f 1)为裂隙弱含水层，因此在断层破碎带或裂隙发育带，断裂面导通上覆含水层后，顶板可能伴有淋水现象。
预计在施工过程时，裂隙发育、顶板破碎等地段，碛头及顶板滴淋水现象可能明显增大，预计最大涌水量20m3∕h,无水患威胁。
宣威组上段(P2x2)和宣威组下段(P2x1)岩层工程地质条件较差，系Ⅴ类围岩，R=200～600Kg∕cm2。
飞仙关组一段(T1f 1)岩层工程地质条件较好，系Ⅱ类围岩，R=800～1400kg∕cm2，其中：飞仙关组一段底部为浅灰绿色砂质泥岩层(2～6m)，系Ⅳ类围岩，R=400～800kg∕cm2。
二、井下水影响分析
该工作面区域无老巷、老空积水，根据精查报告该区域无地质钻孔。在断层及裂隙附近掘进可能涌水量会增大，加强排水，对施工无大的影响。
第三章 巷道断面及支护
第一节 巷道断面
一、巷道断面形状：根据该巷层位及平面位置受压情况，选择巷道形状为拱形断面。
二、巷道断面设计：
扩大区底板放水巷(东段)车场断面参数为：毛宽4.8m、毛高4.1m，净宽4.6m、净高4.0m、墙高2.2m、毛断面积17.98m2,净断面为16.63m2，详见附图3：扩大区底板放水巷车场断面永久支护图。
扩大区底板放水巷(西段)及一区段底板抽放巷断面参数为：毛宽3.0m、毛高3.05m，净宽2.8m、净高2.95m、墙高1.5m、拱高1.45m、毛断面积8.13m2,净断面为7.65m2，详见附图4：扩大区底板放水巷及一区段底板抽放巷断面永久支护图。
三、抽放硐室设置
从挂口后，在巷道两帮每隔40m施工一个抽放硐室，抽放硐室断面按拱形断面施工，断面规格净宽3.5m，净深4.0，净高3.25m，采用“锚网喷”支护。
第二节 支护设计
根据第二章第二节煤(岩)层赋存特征，结合相邻工作面支护设计以及施工现场实际情况，确定该工作面支护设计:
一、临时支护方案设计
1、采用“前探梁+锚网初喷作临时支护。
2、前探梁选用直径50mm、长度不低于3m的无缝钢管，吊环排距不低于900mm。
3、锚网材料选型设计
①按加固拱原理确定锚杆参数
锚杆长度： L =n(1.1+w/10)=1.2(1.1+3.3/10)=1.2×1.43=1.716m(取锚杆长度为1.8m有效支护长度为1.7m)
锚杆间距： d≦0.5 L =0.5×1.75=0.875m
锚杆直径： d=L×1/110=1.716×1/110=0.0156=16mm
式中： w———巷道宽度 m
N———围岩稳定系数 取中等稳定系数 n=1.2
根据以上计算及我矿施工经验确定扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷掘进时，选用锚杆长度1.8m、Ф16mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm符合要求。
②金属托盘选型设计：选用厚度为10mm、长×宽=120×120mm的钢板制作(施工经验)
③锚固剂选型设计：选用中速树脂锚固剂，即直径28mm、长度400mm。每条锚固剂最大锚固力150KN。
④金属网选型设计：选用长×宽=2200×900mm，Ф6.5mm 盘条制作的冷拔丝网(施工经验)，网格规格100×100mm。
根据以上计算及我矿施工经验确定扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷掘进时，选用锚杆长度1.8m、Ф16mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距800×800mm，选用120×120mm的金属托盘;2200×900mm，Ф6.5mm 盘条制作的冷拔丝网，每眼孔安装1条直径28mm、长度400mm树脂药卷固定锚杆。
二、巷道永久支护
(一)巷道永久支护锚杆设计间排距800mm×800mm。
(二)锚索选用高强度低松弛粘结式1×7钢绞线(极限荷载26t)，直径15.24mm，锚索长度为7.3m，悬吊长度7.0m，锚固长度2.0m;锚索锚固力21t，初锚力10t。锚索间距为2m一排(以组合梁边对边为间距)，每排五根，第一根锚索沿巷道中心线布置，，锚索的布置必须垂直于顶、帮，锚索距离距碛头不超过25m。
(三)复喷时的厚度顶、帮均为100mm。
第三节 支护工艺
一、支护工艺及要求：
(一)支护工艺：交接班→敲帮问顶→看中线→临时支护→布置锚杆眼→打锚杆眼→挂网安装锚杆→喷浆(初喷)→打锚杆眼→挂网安装锚杆→喷浆(复喷)→布置锚索眼→安装锚索。
(二)支护要求：
二、临时支护
一、支护工艺
支护工艺：交接班→敲帮问顶→看中线→临时支护→布置锚杆眼→打锚杆眼→挂网安装锚杆→喷浆(初喷)→打锚杆眼→挂网安装锚杆→喷浆(复喷)→布置锚索眼→安装锚索。
二、支护要求：
(一)临时支护
1、碛头炮后采用前探梁作临时支护。
2、临时支护
1、放炮后采用前探梁作临时支护，前探梁采用直径50mm，长度不低于3000mm的镀锌管，首先将钢筋网铺设在顶板上，然后把镀锌管穿过吊环内托起钢筋网撑拢碛头，钢筋网必须接顶背紧，最后将吊环用螺母拧紧在锚杆上，前探梁随碛头掘进而前移。
2、每次放炮前必须撤出前探梁，即锚网支护距离碛头的距离不得超过1.0m。
3、需移动前探梁时，首先将一组前探梁的后一个吊环撤除后，再将前探梁后缩至靠近碛头的第一排锚杆位置，然后及时把钢筋网用前探梁托起至顶板上移至碛头位置，再将撤出吊环拧紧在锚杆第二排外端上，待第一组前探梁固定后，再移动另一组前探梁，如此循环。(详见附图6：临时支护图)
4、每根锚杆眼使用的快速树脂药卷1条，安装好后，金属托盘紧贴岩面，不得有松动现象，且要定期对锚杆进行锚固力测试，对不合格的锚杆和失效锚杆要重新进行补打。
5、锚杆由巷道正顶向两边布置，绷紧拉直，锚杆托盘压紧，两张网子之间搭接不低于100mm，锚杆间、排距为800mm，顶帮钢筋网必须挂稳固，网必须接地，且底板以上200mm位置有锚杆，锚杆距碛头不超过800mm。打锚杆眼前，要做好标志，打眼的顺序由外向里进行。锚杆眼的方向、角度应与岩石的层理面垂直，当层理不明显时，锚杆眼方向应与巷道周边垂直。安装锚杆前，应先检查锚杆孔布置形式、孔距、孔深、角度、锚杆部件规格是否符合作业规程要求，否则要进行处理及更换。安装前应将孔内的积水吹净。
6、喷浆前先用水冲洗岩面，并向当班瓦检员提出申请隐蔽工程验收，待验收合格后，方可进行下一步的工作，调节好风水压和水灰比，按先墙后拱，先凹后凸的顺序喷浆，喷嘴原垂直岩面，距岩面0.8～1.2m，按螺旋轨迹一圈压半圈均匀喷射，喷射后以表面光泽，无干斑、下坠为宜。喷浆时，喷嘴不得对向人。
7、采用水泥、石粉、速凝剂做喷浆材料，水泥、石粉按重量比1：4.5的比例进行配制，水泥标号不低于425#，混凝土标号不低于C15。
8、初喷时的厚度以封闭网为准。
9、喷浆时，应先将水泥、石粉、速凝剂在矿车内拌均匀后，才准喷浆。喷浆时不准拌灰，拌灰时不准喷浆。
10、处理喷浆管堵塞时，应停掉压风、电源，不得将压风、电源开启着处理堵塞。
11、锚网初喷支护必须是一次性成形，严禁按先拱后墙的方式进行挂网、喷浆。
12、喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护7天以上，每天洒水不得少于一次。
13、一次喷射完毕，应立即清理，收集回弹物，并应将当班材料用净。
14、当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷射机内外部的灰浆或材料。
15、顶板完整时锚网初喷临时支护距碛头最大距离不超过4.5m，顶板破碎时锚网初喷临时支护距碛头不大于1.0m，初喷支护距碛头最大距离不超过25m。
三、永久支护
1、采用锚网喷+锚索组合梁作永久支护。
2、锚索选用高强度低松弛粘结式1×7钢绞线(极限荷载26t)，直径15.24mm，锚索长度为7.3m，悬吊长度7.0m，锚固长度2.0m;锚索锚固力21t，初锚力10t。锚索间距为2m一排(以组合梁边对边为间距)，每排五根，第一根锚索沿巷道中心线布置，，锚索的布置必须垂直于顶、帮，锚索距离距碛头不超过25m。
3、复喷时，必须清除墙脚的岩渣、堆积物，方可进行复喷工作。
4、复喷后，砼的厚度：顶、帮均为100mm。
5、复喷时，一次达不到设计厚度，必须分次进行喷射，但分次间隔的时间不得超过2小时，否则应用高压风水重新冲洗受喷面，复喷后两帮不得出现穿裙赤脚。
6、喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护7天以上，每天洒水不得少于一次。
7、一次喷射完毕，应立即清理，收集回弹物，并应将当班材料用净。
8、当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷射机内外部的灰浆或材料。
9、喷浆时，应先将水泥、石粉、速凝剂在矿车内拌均匀后，才准喷浆。喷浆时不准拌灰，拌灰时不准喷浆。
10、永久支护距碛头最大距离不超过25m。
四、备用支护材料
施工队在现场必须备齐顶板管理所需的工具及材料：
1、撬棍：1.2—1.6m，2.5—3.0m各不少于一根。
2、坑木：长2.8-3.2m，数量不少于4根。
3、备用支护材料存放地点：距碛头不大于100m，堆码高度不超过1.0m，距轨边不小于0.5 m，材料堆码必须一头对齐误差±20mm。
第四节 轨道及道床
一、临时及永久轨道
扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷均采用15kg钢轨，采用木料轨枕铺轨，轨枕间距为1.0 m，(其中车场采用24kg钢轨，轨枕为水泥枕木);轨道以巷道为中心线，轨道构件必须齐全。并符合《煤矿安全规程》第353条的及《川南煤业公司轨管线吊挂规定》要求。
表2 轨道及道床参数表
第六节 巷道管线布置
一、压风管、水管吊挂及固定：风水管的吊挂在巷道的北帮，吊挂高度(最下面一根)距巷道底板0.6m，且必须采用不小于8#铅丝进行吊挂,风水管吊挂眼孔间距2.5m施工，风水管在巷道同一侧时，悬挂间距(边对边)100mm。
二、电缆、通讯、照明、监测线等必须敷设巷道北帮的电缆钩上，电缆钩间距按2.0m进行吊挂，电缆钩吊挂高度(最下面一根电缆)离巷道底板为1.2m;高低电缆悬挂在同一侧时,高、低压电缆间的间距为110mm;通讯、信号、监测线与动力电缆的间距为310mm。
吊挂要求：电缆按低压上，高压下的顺序，动力线和信号线必须一钩一线，通讯线和监测线可一钩多线，放炮线必须单独布线。
三、风筒吊挂及出口到工作面距离：风筒吊挂在右帮，必须平、稳、直，且必须环环吊挂，风筒出风口到碛头的距离不超过8m。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、巷道施工方法：采用钻眼爆破法一次成巷，掘进与支护顺序作业的方式。
二、巷道开口施工：扩大区底板放水巷在西段空压机硐室内挂口。
三、巷道施工顺序：详见第一章第二节。
第二节 凿岩方式
一、凿煤(岩)方式
采用2台YT28型风钻打眼(凿岩)， 1台备用。
二、掘进工艺流程
采用炮掘施工，装矸机出矸;工艺流程等：交接班→检查、处理安全→打眼→装药联线→布岗放炮→通风→处理安全→临时支护→出矸→支护→钉道→文明生产。
1、打眼：
采用2台YT28型风钻打眼，1台备用。打眼工必须严格按规定眼位、角度、深度进行打眼，且必须坚持画线定位打眼。详见附图7：扩大区底板放水巷车场炮眼布置三视图及爆破说明书，附图8：扩大区抽放巷炮眼布置三视图及爆破说明书，附图9：扩大区底板放水巷上山炮眼布置三视图及爆破说明书
2、装药：
采用乳胶炸药配1～5段毫秒电管，粘土黄泥封孔，并使用水炮泥填充，且符合《煤矿安全规程》第328条之规定。封泥长度必须符合《煤矿安全规程》第329条的要求。采用正向装药，不许放垫药或盖药。
3、联线：
采用放炮电缆作为放炮母线，放炮母线必须设在规定的启爆点位置，且距巷道顶板500～800mm，母线连接与悬挂必须符合《煤矿安全规程》中的第334条规定，串联联线方式，接头必须用绝缘胶布包好。
4、放炮：选用一台MFB-200型启爆器,一次装药，一次启爆。
四、掘进机具设备等防止炮崩等措施：放炮前碛头上的瓦斯探头必须移至安全地点，碛头上的所有工具移至装矸机后，防止放炮崩坏等。
第三节 爆破作业
一、扩大区底板放水巷东段、一区段底板抽放巷西段炮掘断面分别为8.26㎡、17.98㎡，掏槽眼按楔眼方式布置，坚持画线定位打眼，周边眼布置在设计轮廓线内100mm，间距不超过600mm，炮眼深1.8m，采用煤矿3#安全乳胶炸药配1～5段毫秒电管一次大串联全断面爆破，巷道按光面爆破施工，周边眼严格按规定施工，装药量不超过3条，确保光面的效果。
二、扩大区底板放水巷的起爆点（1#岗哨）设在+475m放水巷距放炮点100m位置处，详见附图10：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷通风系统、岗哨位置及避灾路线示意图。
第四节 装载与运输
一、装载与运输方式：
1、装载机具：P-60B装矸机、2.5m3侧矿。
2、运输方式：一区段底板抽放巷上山采用JD-40绞车倒向提升，平巷采用5t蓄电池机车运输。
3、运输路线：碛头→扩大区底板放水巷→+475m放水进风巷→交运输队。
二、装载、运输机械及其配套设备见表6。
三、装矸机使用见第七章第六节装矸机使用安全措施。
附图12：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷生产系统示意图。
第五章 生产系统
第一节 掘进通风
一、通风方式：
1、采用压入式通风方式。
2、风筒敷设方式：施工时，施工队在巷道南帮每隔2.5m施工一个200mm深的吊挂风筒眼，采用8～12#铅丝吊挂风筒，吊挂必须平、稳、直，转弯处设合格的弯通。
3、供风距离：该工作面局扇供风距离为最大有效距离1200m，风筒出风口距碛头距离不大于8m。
二、 通风设计说明书：
1、掘进的通风方式：压入式通风。
2、二采区扩大区底板放水巷风量计算:
⑴、按炸药量计算：
Q掘＝5Ab/T＝5×31.05×40÷30＝207（m3/min）
式中：A — 一次爆破炸药最大用量，Kg
b — 1kg炸药产生的CO当量，岩巷爆破取40L/kg
T — 爆破后通风时间，取t = 30min
⑵、按绝对瓦斯涌出量计算
Q掘=100QCH4K=100×0.3×2.0=60（m3/min）
式中：Q掘——-掘进工作面实际需风量：（m3/min）
QCH4——工作面瓦斯绝对涌出量：（m3/min）根据相对瓦斯涌出量计算
K——瓦斯涌出不均衡系数，取2.0
⑶、按同时工作的最多人员计算:
Q=4Nk=4×10×2=80（m3/min）
式中：N—掘进工作面同时工作人数，个
k—工作面工作人数不均匀系数，取k=2
根据以上计算可知工作面所需风量为Q=207(m3/min)=3.45 (m3/s)
3、风筒选择及有效风量率确定:
⑴、风筒选择：选用Φ600mm阻燃性胶质风筒即可。
⑵、风筒有效风量率的确定:
风筒采用双反边接头，根据对阻燃性胶质风筒百米漏风率的要求，当通风长度为800-1200m时，百米漏风率不大于2%，为了适于工作面风量需要，故取最大通风长度1200m ,则风筒有效漏风量为：
P效 =1—L/100×P漏 =1－1200÷100×2%=76%
式中：P效—风筒有效风量率，%
L— 最大通风长度 ，m
P漏—风筒的漏风率，%，取2%
4、局扇的选择
⑴、局扇的工作风量计算:
Q扇 =Q/ P效=207/0.76=272m3/min=4.5m3/s
式中：Q扇—局扇的理论工作风量，m3/s
Q— 工作面所需风量，m3/min
P效—风筒的有效风量率，%
⑵、风筒风阻的确定:
因风筒为双反边接头，百米风阻率为3.5kμ（查表得），当通风长度为1200m时，风筒风阻为：
R=1200÷100×3.5=42kμ
（3）、局扇的工作风压计算
h扇=R×Q扇×Q/2=42×3.45×4.5/2=326(mmH2O)
根据上述计算结果：h= 326mmH2O, Q扇=207m3/min,由此可以从局扇特性曲线上查得符合要求的局扇为选用FDB5.6-2×15Kw型局部通风机局扇通风是安全可靠的。
根据上述原理计算可知，扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷施工时选用一台FDB5.6-2×15KW型局部通风机局扇通风。
5、风速验算
该工作面风量取Q=207m3/min，掘进巷道中的风速为：V= Q效/S=3.45/17.98=0.19m/s＞0.15m/s。风速符合《煤矿安全规程》第101条规定。
三、局部通风机安装规定：
1、局扇的安设位置必须距回风口不小于10m的进风流中，全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸风量，局扇安设地点距回风口间巷道的最低风速必须符合2006版《煤矿安全规程》第101条规定。
2、局扇必须上架，离地面高度大于300mm。
3、不得使用同一台局扇同时向两个掘进工作面供风。
4、局扇由瓦斯检查员看管，并保证正常运转。
5、风电闭锁的安设必须保证停风后切断停风区内非本质安全型电气设备的电源。
四、局部通风机和压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等：
1、局扇的安设位置：局部通风机安设于+475m放水进风巷的进风流。
2、压风机安设位置：地面压风机房。
3、防尘设施安设位置：扩大区底板放水巷设两组防尘喷雾装置，一组设在距碛头不大于50m位置（随碛头往前移），另一组设在扩大区底板放水巷挂口点以里20m位置。
4、监测设施的安装位置：监测分站安设在局扇后5m～10m处，
附图10：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷通风系统、岗哨位置及避灾路线示意图。
第二节 掘进压风
一、工作面压风系统
1、供风源：由地面压风机房GA110-7.5型双螺杆式空压机直接供风，同时使用4台，1台备用。
2、供风管径:选用φ108的无缝钢管作风管。
3、供风路线：地面压风机房→龙塘回风斜井→+600m总回风巷→二采区东翼边界放水巷→扩大区底板放水巷→碛头，风管出口风压不低于0.5Mpa。管路长度、管径、风压、安装位置、敷设线路。
4、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=αβγΣnΚq
总耗风量：Q=αβγΣnΚq=1.2×1.1×97×（1+6%）×1=136 m3/min
式中：Q---总耗风量，m3/min；
α—-管道漏风系数；
β---风动机械磨损消耗风量增加的系数，一般1.1～1.15
n---高原修正系数，海拔每增100m，系数增加1%；
K----凿岩机、风镐同时使用系数；
q----风动工具耗风量，m3/min。
当各个施工阶段的风量供应变化较在时，备用风量应为设计风量20%-30%。
二、采用地面压风时，施工压风管道的接入点及管径等：用移动压风设备时设备：名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。
管道漏风系数参考表，凿岩机、风镐同时使用系数参考表如下：
供压风系统表7
第三节 瓦斯防治
1、扩大区底板放水巷一区段底板抽放巷掘进时，采用一台2×15kw对旋式局扇配φ600mm阻燃胶质风筒供风，瓦斯涌出增大时，根据瓦斯涌出情况更换一台大功率局扇供风，以及采取抽放等措施。风筒出风口距碛头不大于8m，加强风筒维护，保证碛头供风量。
2、配备专职瓦检员检查瓦斯，严格执行“一炮三检制”，碛头及回风流中瓦斯超过1%时，严禁瓦斯超限作业，待采取措施进行处理后，方可恢复作业。
3、按规定设置瓦斯监控自动报警装置，局扇必须设置“三专两闭锁”。
第四节 综合防尘
一、防尘管路系统
1、供水水源：由风井+675m高位水池直接供水至碛头。
2、供水管径：在+475m边界放水进风巷，选用φ50的镀锌管作水管。
3、供水路线：++475m边界放水进风巷→扩大区底板放水巷→碛头，水管出口水压不低于0.3Mpa。
4、防尘水管兼作防灭火水管，并保证正常使用。坚持湿式打眼，洒水装煤（矸），扩大区抽放巷设两组防尘喷雾装置，一组设在距碛头不大于50m位置（随碛头往前移）；另一组设在扩大区底板放水巷挂口点以里20m位置，在装、转煤（矸）、喷浆及放炮时开启。作业人员搞好个人防护，坚持佩戴防尘口罩，放炮必须使用水炮泥，加强油脂及易燃物的管理和回收。
附图12：扩大区底板放水巷生产系统示意图。
第五节 防灭火
一、相邻区域火区情况
扩大区抽放巷相邻巷道、煤层均无发火区，故不考虑邻近火区。
二、防灭火的安全措施
1、炮眼必须使用水泡泥充填，防止放炮引燃瓦斯。
2、加强油脂及易燃物的管理和回收。
3、由于电器短路等引发的电器火灾，必须将电源停掉后，方可用干粉灭火器或沙泥进行灭火。
4、清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。
5、巷道内不得从事电焊、气焊，若确需使用，必须制定专门的安全措施。
第六节 安全监控
一、瓦斯自动检测报警断电装置
在扩大区底板放水巷开工前，必须在距局扇5～10m处安设监测分站作为断电装置。
二、安全监测仪器仪表布置
1、在碛头后5m内和回风第一合流点以里10m～15m，处分别安设监测探头T1、T2，探头T1报警浓度≥1%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1%；探头T2报警、断电浓度均为≥1%，复电浓度＜1%，断电范围为掘进巷道内全部非本安型电器设备电源。
2、监测分站安设在局扇后5m～10m处。
3、瓦斯传感器应垂直悬挂，其传感器距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm。
4、分站安装在便于观测调试、支护良好、无积水、无滴水的进风巷道或硐室内，距巷道底板不低于300mm或吊挂在巷道中。
附图10：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷通风系统、岗哨位置及避灾路线示意图。
附图11：扩大区底板放水巷瓦斯监测系统安装设计图
第七节 供电
一、确定供电方式
由二采区+475m压风机房开关直接供给扩大区底板放水巷掘进工作面闭锁开关660V电源，闭锁开关设置两闭锁。由闭锁开关供给工作面动力电源。
二、电缆钩悬挂方式
1、在巷道左帮每隔2.0m施工一个电缆钩孔进行吊挂电缆，电缆吊挂高度（最下边一根电缆）距底板1.2m，电缆钩采用8#铅丝吊挂，永久电缆钩距碛头不大于50m。
2、开关、设备安设必须整齐、卫生，且距轨道距离不得小于500mm。根据供电负荷及供电距离，局扇选用截面不小于25mm2的橡套电缆供电，动力选用截面不小于35mm2的橡套电缆。
二、确定供电系统
根据扩大区放水巷设备布置情况，拟定供电系统示意图。
三、低压网路的计算
1、电缆型号确定
根据供电电压、工作条件、敷设地点环境，确定电缆型号为: MY型
2、电缆长度的确定
由式： Lz＝α·LX 计算电缆实际长度（计算结果见表一）
式中: α—系数,橡套电缆取α＝1.1，铠装电缆取α＝1.05
LX—巷道实际长度m
3、按长期允许负荷电流初选电缆截面
1）按如下公式计算通过电缆的实际工作电流
由公式:
In ＝( KxΣPe 103)/(1.732Ueηpjcosφpj )
式中: In—电缆中通过的实际工作电流A
Kx— 需用系数
ΣPe —电缆所带负荷有功功率之和KW
Ue —电网额定电压V
ηpj—电动机加权平均效率
cosφpj—加权平均功率因数，取0.65
2）根据电缆中通过的实际工作电流按允许截面初选电缆截面
K·Ip≥In
式中：K—环境温度校正系数取1
Ip—环境温度为25oC时电缆长期允许负荷电流
其Ip值见下表：9
第八节 排水
一、掘进工作面最大涌水量
1、根据扩大区底板放水巷掘进地质说明书得知，该工作面掘进时的最大涌水量＞20m3/h，在巷道南帮施工一个宽度300mm、深300mm的成水沟排水能够满足排水需要。
2、排水路线：碛头→扩大区底板放水巷→+475m大巷→地面。
第九节 运输
一、运输方式
1、扩大区底板放水巷上山掘进期间提升运输采用JD-40型绞车倒向提升，平巷采用5t蓄电池机车运输。
2、设备型号： JD—40绞车、5t 机车、3m3侧矿。
3、矸石运输路线：碛头→扩大区底板放水巷→+475m大巷→交运输队。
4、材料运输路线：地面→+475m大巷→扩大区底板放水巷→碛头。
附图14：倒向提升布置图
第十节 照明、通信和信号
1、照明：绞车指示灯采用127v防爆指示灯。
2、通讯：在空压机硐室内安设一台防爆电话进行通讯。
3、绞车信号使用声光信号进行联系。
第六章 矿井六大系统
第一节 安全监控
一、监控系统
1、矿调度室安装KJ90NB煤矿安全监控系统，系统符合AQ6201-2006 的要求。
2、安全监控系统的主机（包括传输接口）必须双机或者多机热备份，当主机出现故障或者断电，备用机能在5min 内自动启动并正常工作，保证安全监控系统24小时连续运行。
煤矿安全监控系统主机、分站必须实现双回路供电，且必须配备2小时以上不间断UPS 电源。
4、安全监控系统分站的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
二、安全监控分站及瓦斯传感器安设
1、在扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷开工前，必须在距扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷局扇5～10m后安设监控分站兼作断电装置。
2、监控分站设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无淋水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，或吊挂在巷道中。严禁设置在断电范围内。
3、在碛头5m范围内和回风第一合流点以里10m～15m，处分别安设监测探头T1、T2，探头T1报警浓度≥1%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1%；探头T2报警、断电浓度均为≥1%，复电浓度＜1%，断电范围为掘进巷道内全部非本安型电气设备电源。断电范围内瓦斯浓度＜1%，方可由人工复电。
4、瓦斯传感器垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。风速传感器应设置在巷道前后10m 内无分支风流、无拐弯、无障碍、断面无变化、能准确计算风量的地点。
其它
1、瓦斯传感器在放炮前移动后,在放炮后必须恢复到正确位置，严禁擅自停用。
2、地面中心站必须24小时有人值班，值班人员应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，接收上一级网络中心下达的指令并及时进行处理，填写运行日志，打印安全监控日报表，报矿主要负责人和主要技术负责人审阅。
3、系统发出报警、断电、馈电状态异常信息时，中心站值班人员必须立即通知矿井调度部门，查明原因，并按规定程序及时报上一级网络中心，处理结果应记录备案。
4、调度值班人员接到报警、断电信息后，应立即向矿值班领导汇报，同时按规定指挥现场人员停止工作，断电时撤出人员，处理过程应记录备案。
5、监测班每隔10天必须对瓦电闭锁和风电闭锁功能进行测试一次。
详见附图11：扩大区底板放水巷瓦斯监测系统安装设计图
人员定位
矿调度指挥中心安设KJ-251型人员定位系统，系统软件满足AQ 6210-2007 和AQ 1048-2007 规定的系统功能要求。
设计要求
1、人员定位系统的主机及系统联网主机必须双机或多机备份，以保证24小时不间断运行。
2、系统主机应采用双回路供电，并配备不小于24小时 在线式不间断UPS 备用电源。
3、人员定位系统分站的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
4、扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷掘进前225放水巷与+475m放水巷岔口处安设一个读卡器，当扩大区底板放水巷掘进大于50m后在挂口位置以里20m位置处安设一个读卡器，读卡器与系统分站连接。
5、井下分站的设计位置应满足矿井各个人员出入井口、重点区域出入口、限制区域、巷道分支处等地点监测携卡人员出入井、出入重点区域、出入限制区域的要求和监测携卡人员出入方向的要求。煤矿紧急避险设施入口和出口应分别设计人员定位系统分站，对出、入紧急避险设施的人员进行实时监测。
6、人员定位设备之间必须使用专用阻燃电缆连接，严禁与其他电缆线路共用。
二、安装要求
1、信号电缆和电源电缆铺设在电力电缆一侧，信号电缆和电源电缆吊挂必须符合相关要求，否则严禁投入使。
2、井下分站，应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无淋水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，或吊挂在巷道中，安装维护方便，不影响行人和行车为宜。
3、读卡器垂直悬挂于巷道或硐室中的人行侧且靠近顶板及帮侧300mm 处，以定位信号不被遮挡，安装维护方便，不影响行人和行车为宜。
三、使用与维护
1、井下人员定位系统应定期进行检测检验合格，检验周期不得大于3 年。
2、井下人员定位系统管理实行24 小时值班制度，当系统发出报警、断电、系统故障等信息时，及时上报并处理。
3、监测班必须加强井下人员定位系统的日常管理，应随井下生产系统的变化，及时调整和补充完善井下人员定位系统。
4、煤矿每季度至少应测试一次备用电源的放电容量或备用工作时间。备用电源不能保证设备连续工作时间达到标准时间的80%时，应及时更换。
5、人员定位系统管理、维护、检修、值班人员应经培训合格，持证上岗。
6、井下人员定位系统的设备在使用前和大修后，必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格，并在地面试运行24小时～48小时方能下井。
7、系统在使用过程中，每月必须对系统设备的定位功能，以及联网传输功能进行测试。井下分站、读卡器等装置在井下连续运行12 个月，必须升井检修。
8、 对安装在采掘工作面等随采掘情况而改变位置的分站、读卡器等设备，应根据采掘进度状况适当调整其安装位置，以便真实反映井下人员定位环境。
9、 地面中心站必须24小时有人值班。值班人员应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，接收上一级网络中心下达的指令并及时进行处理，填写运行日志。
第三节 通讯联络
矿调度指挥中心安设DH-BS60型主机两台，一台备用，主机系统满足MT 209 和MT 401 规定的系统功能要求。
一、安装要求
1、煤矿井下通信联络系统的主机必须双机备份，以保证24小时不间断运行。
2、系统主机用双回路供电，并配备不小于2小时在线式不间断UPS 备用电源。
3、井下通信联络系统分站的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
4、扩大区底板放水涵掘进工作面距碛头30~50m范围内安设一台防爆电话进行通讯，随碛头掘进而前移，空压机硐室内安设一台防爆电话进行通讯，进入避难硐室内的通信电缆在接入避险硐室前的20m范围内应采取保护措施。
井下基站、基站电源、电话、广播音箱应设置在便于观察、调试、检验和围岩稳定、支护良好、无淋水、无杂物的地点。
通信线缆敷设应符合下列规定：
1）在水平巷道或倾角在30°以下的井巷中，电缆应用吊钩悬挂；倾角在30°及其以上的巷道中，电缆应用夹子、卡箍或其他夹持装置进行敷设。
2）水平巷道或倾斜井巷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，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。
3）电缆悬挂点间距，在水平巷道或倾斜井巷内不得超过3m
4）电缆不应悬挂在风管或水管上，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。在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆必须与瓦斯抽放管路分挂在巷道两侧。
5）巷道内的通信电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限，在巷道内，应敷设在电力电缆上方0.1m 以上的地方。
二、使用与维护
1、井下通信联络系统管理实行24 小时值班制度，当系统发出报警、断电、系统故障等信息时，及时上报并处理。
2、矿监测班必须加强井下通信联络系统的日常管理，应随井下生产系统的变化，及时调整和补充完善井下通信联络系统。
3、监测班每季度至少测试一次备用电源的放电容量或备用工作时间。备用电源不能保证设备连续工作时间达到标准时间的80%时，应及时更换。
4、从事井下通信联络系统管理、维护、检修、值班人员应经培训合格，持证上岗。
5、井下通信联络系统的设备在使用前和大修后，必须按产品使用说明书的要求测试合格。
6、地面中心站值班人员应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，接收上一级通信下达的指令并及时进行处理，填写运行日志。
第四节 压风自救
一、空气压缩机：地面压风机房GA110-7.5型双螺杆式空压机直接供风，保证全天24小时的压风供给。
二、压风管路
1、压风管路：采用φ50mm的镀锌管。
2、扩大区底板放水巷铺设压风管道时，必须设置供气阀门，间隔不大于100 米。
3、压风管道供气压力为0.3MPa～0.7MPa，当供风管内压力超过0.7MPa，必须设置减压装置，在自救系统最远点供气压力应不低于0.3MPa。
4、压风管路吊挂敷设时应满足《煤矿安全规程》第22 条的要求。
三、压风自救装置
1、扩大区底板放水巷掘进时，在起爆点安设一组压风自救装置，当扩大区底板放水巷掘进长度大于50m后，在距第一回风合流点20m位置安装一组压风自救装置。
2、扩大区底板放水巷压风自救装置安装数量为12个。
压风自救系统零部件的连接应牢固、可靠；不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm 的现象。
4、每台压风自救装置的供气量在100L～150L/min 范围内
5、压风自救装置安装在扩大区底板放水巷压风管路上，安装地点必须在宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m 以上。
6、自救袋的安装高度应在1.0～1.2m，安装间距不得小于0.8m,防护袋长度不得小于0.8m，便于现场人员自救应用。
7、压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。
四、其它
1、通风队必须定期对压风自救系统各装置进行维护和检查，经检查发现压风自救设施不能正常使用时，应及时维护处理。
第五节 供水施救
一、供水池：风井两个+675m高位水池（溶积为200m3）作消防供水施救水池，并与井下消防、防尘、供水施救系统相连。
二、供水管路：
1、供水管路：采用φ50mm的无缝钢管，最大静水压力大于1.6MPa 。
2、井下消防、防尘、供水施救管道的静水压力不得超过4.0MPa。
3、扩大区底板放水巷掘进时，沿碛头方向每隔50m安装一个阀门。
4、加强日常维护，保障供水阀门开关灵活，流水畅通。
喷雾装置
1、扩大区底板放水巷掘进时，在距碛头50m内安设一组喷雾装置。
2、喷雾喷嘴可固定安设，也可采用能调整喷嘴方位的方式，但均必须采用刚性结构作为固定喷嘴的构架，工作时必须稳定。
3、水幕喷嘴的位置及喷射方向：
1）喷嘴及管道安设位置均不得妨碍运输。
2）喷雾装置在2/3 有效射程内不同喷嘴喷出的密实雾锥不发生交叉；
3）水幕喷嘴喷射方向宜逆风行，在有效射程内应使巷道整个断面被水雾充满。
四、其它
消防、防尘、供水施救管路必须接入紧急避险设施，并设置供水阀门，水量和水压必须满足紧急避险设施内额定数量人员避险时的需要，接入避险设施前的20m 供水管路必须采取保护措施。
第六节 紧急避险
根据扩大区底板放水巷位置确定人员避险时进入二采区避险硐室内（+475m放水巷）。
火与瓦斯灾害避灾路线
碛头→+475m放水巷→二采区避险硐室
水避灾路线
碛头→扩大区底板放水巷→二采区东翼边界放水巷→+600m总回风巷→二号回风联络巷→一采区总回风上山→风井（地面）。
第七章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
一、掘进作业方式：扩大区底板放水巷掘进采用钻眼爆破法一次成巷施工，掘进与支护顺序作业方式。
第八章 安全技术措施
第一节 一通三防安全技术措施
1、工作面采用独立通风，通风系统必须稳定、可靠，回风畅通，通风设施完好可靠。通风设施施工队必须加以保护，严禁损坏。
2、局扇由瓦检员管理，不准任意停送。若碛头停风或瓦斯超限，由跟班队干和瓦检员立即将人员撤至进风流中的安全地点，由瓦检员在本碛头第一合流点设临时栅栏，施工队派人看守，由班长将施工电源闭锁开关打到“零”位锁好并站岗。同时瓦检员将停风及瓦斯超限情况向矿调度室汇报，待局扇恢复正常.运转局扇启动前，必须由瓦检员检查局扇及开关附近20m范围内瓦斯浓度，浓度不超过0.5%时，方可启动局扇。瓦斯浓度降到1%以下时，方可恢复作业(如需排放瓦斯时，其瓦斯排放必须符合煤矿安全规程第141条规定)。
3、风筒吊挂平、直、稳，转弯处设弯通，临时风筒距碛头不超过20m，保证碛头供风量。
4、所有作业人员必须搞好个体防尘措施，放炮前，转矸、出矸、喷浆必须洒水防尘，且将防尘喷雾打开，严禁无水作业。
5、瓦检员每班对监测探头校对，对误差超过0.2%以上的及时汇报进行调校，确保监测局扇灵敏可靠。
6、瓦检员严禁空班、假检、漏检。
第二节 顶板安全技术措施
1、杜绝空顶作业，防止冒顶事故的措施
1)施工队岔口放炮后，必须立即设置临时支护将岔口处理好，防止岔口炮后因支护不及时而造成冒顶、片帮伤人事故。
2)现场必须备齐找顶工具及备用支护材料(如撬棍，分别为1.5m、2.5m各不少于一根)，备用木料不低于4根，备用支护材料应在距碛头不大于50m的巷道内堆码整齐，堆码高度不大于1000mm，距轨道边不小于500mm。
3)若遇地质构造带、顶板来压、底鼓、片帮、顶板破碎等,及时改变支护，必须及时补充措施。
4)临时支护必须按规定跟拢碛头，严禁空顶作业，松动失效锚杆必须重新补打，锚盘紧贴岩面，螺丝齐全拧紧。
5)喷浆后必须将金属网覆盖，并达到设计厚度，不得露筋露网。
6)随时注意地质构造和岩性变化情况，根据地质变化情况采取针对性措施，并及时编制补充措施。
7)炮后进行入碛头人员必须加强对顶板的观察，防止掉矸伤人，同时对碛头采用木料做临时支护，严禁空顶作业。
2、防侧压、底鼓、片帮的措施
1)当巷道侧压较大时，采取加强支护的措施，并根据具体情况及时编制补充措施。
2)当巷道发生底鼓时，可采取卧底处理或将底板加固等措施，并根据具体情况及时编制补充措施。
第三节 爆破安全技术措施
1、打眼
(1)打眼前必须由当班安全员先进行敲帮问顶，将危岩、活矸处理完后方可打眼。
(2)必须坚持画线定位打眼。
(3)严格按规定眼位、角度打眼，并采用炮棍插在打完的炮眼里作导向棍，以此控制打眼角度。
(4)作业人员在打眼过程中，随时注意顶、帮围岩变化情况，发现问题及时处理。
2、装药、联线、放炮
(1)爆破工必须在顶板完整、支护完好、无淋水离管、轨、缆线>500mm的地方装配引药。
(2)装药前，爆破工必须清理好炸药、电管，同时整理好放炮母线。严禁边打眼边装药，一次装药后必须一次性全部启爆。
(3)装药必须采取正向装药。
(4)联线必须由爆破工一人操作。
(5)启爆点及岗哨相见附图10：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷通风系统、岗哨位置及避灾路线示意图。
(6)所有的炮眼均用水泡泥、黄泥封堵，严禁用可燃物充填炮眼。
(7)放炮前，由班长亲自撤人、布岗，切断碛头动力电源，并派专人看守闭锁开关，设好放炮栅栏。
(8)严格执行“一炮三检制”、“三人联锁放炮换牌制”。
(9)放炮后15分钟，待碛头炮烟散尽，方可由瓦检员、爆破工、班长三人进入碛头检查顶、帮安全情况、爆破效果和通风情况，三人在进入碛头检查时，每人之间的距离必须间隔5m。
(10)启爆后，应立即将放炮母线扭结短路。
(11)放炮后，若出现瞎炮，必须严格按《煤矿安全规程》第342条之规定进行处理。
(12)第一次启爆拒爆时，必须等待15分钟后，方可由瓦检员、爆破工、班长三人进入碛头进行检查线路。
(13)启爆点的放炮母线必须在启爆点挂牌管理。
(14)搜索布岗路线：每次放炮时，班长必须亲自将碛头内的所有人员(除站岗人员外)撤至起爆点，首先班长带领岗哨1、2、3、4(临时岗，)从碛头由内向外搜索至挂口点，岗哨1、2、3留在挂口点待命，班长由南向北搜索空压机硐室，当搜索至风阻位置时，班长沿原路返回至挂口点，班长带领岗哨1、2、3、4由东向西搜索，当搜索至空压机硐室与225边界放水巷岔口处时，岗哨1、2、4在此待命，班长带领岗哨3由北向南搜索225边界放水巷，当搜索至225风桥与225边界放水巷岔口时，岗哨3留此待命，班长由西向东搜索225风桥，当搜索至风阻位置时，班长沿原路返回至岔口，班长带领岗哨3继续由北向南搜索，当搜索至224边界放水巷与225边界放水巷岔口处时，在此设置岗哨3，班长沿原路返回至岗哨1处，岗哨1继续留此待命，班长带领岗哨2、4由南向北搜索二采区东翼边界放水巷，当搜索至与避难硐室岔口处，岗哨4留此待命，班长带领岗哨2继续由南向北搜索，当搜索至空压机硐室与二采区东翼边界放水巷岔口以北30m时，在此设置岗哨2，班长沿原路返回至岗哨1处，班长带领岗哨1由东向西搜索+475m放水进风巷，当搜索至于避难硐室岔口处时，岗哨1留此待命，班长搜索避难硐室至岗哨4处，同时撤除岗哨4，班长带领岗哨4沿原路返回至岗哨1处，班长继续搜索+475m放水进风巷，当搜索至距放炮点100m时，在此在此设置1#岗及起爆点，最后班长确认所有岗哨到位并清点人数无误后，方可起爆。
第四节 防治水安全技术措施
1、坚持“有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，加强水文地质工作的预测预报，掌握采空区和断层和含水地层的含水性和涌水规律。
2、探放水钻孔施工位置：扩大区底板放水巷碛头位置，详见附图15：扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷探放水钻孔设计。
4、探放水钻孔参数确定：
1)扩大区底板放水巷、一区段底板抽放巷碛头施工探放水钻孔为12组共44个。
2)钻孔直径：75mm。
3)钻孔具体参数见附图15。
二、探放水施工安全措施：
1、钻进过程中，如果出现出水量过大等现象可能是钻进岩石含水层或裂隙含水区域，应停钻检查;如孔内出现压力过大，应将钻杆固定牢固，不得移动或拔出，钻杆后面严禁站人，以免高压水将钻杆顶出伤人或造成透水事故。
2、探水巷道内不得有低洼积水段,疏通排水沟，确保排水系统畅通
3、钻孔预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查员在现场检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体超过本规程有关条文规定时，必须立即停止打钻，切断电源，撤出人员，并向调度室汇报，采取措施，进行处理。
4、巷道应加强出水征兆的观察，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、底板鼓起或产生裂隙出现掺水、水色发挥、有臭味等突水预兆时，一旦发现立即停止施工撤出所有受水威胁地区的人员并立即向调度室汇报。
5、钻孔施工过程中如水量小无水患威胁则碛头正常掘进，如涌水量大，可能有水患威胁，则另外采取防治水专项措施。
第五节 机电安全技术措施
1、各类操作司机作业前必须对电气设备进行完好和失爆检查。无问题后才能开机作业，否则，必须处理好后，方可作业。
2、供电系统“三大保护”齐全，电气设备确保完好，且定期进行检查维护。施工队不准打开电气设备，发现问题及时汇报。
3、随碛头延伸的电气设备，加强保护，以免放炮打坏。
4、机电设备出现故障后，施工队严禁擅自打开电气设备检修，必须由专职电工进行检修。
5、每旬机电队电工班、瓦斯信息组必须对风电闭锁及瓦电闭锁进行试验，确保闭锁装置灵敏可靠。
6、所有电气设备、开关接线盒等不得、电缆放于淋水处。
第六节 运输安全技术措施
1、各类司机必须由培训合格者担任，并持有效证件上岗。
2、绞车系统安装必须按矿《小绞车安装规范》、《斜坡安全设施安装规范》及《钢丝绳卡接规范》。
3、绞车司机作业前必须对绞车的完好情况及有关安全设信号施进行检查。无问题后才能开机作业，否则，必须处理好后，方可作业。
4、绞车提升和下放矿车时，人员必须进入硐室内或安全地点, 绞车钢丝绳活动范围内严禁有人。
5、提升或下放矿车时，由上下磨盘工站岗，不准人员进入钢丝绳运行区域。
6、对断丝超过10%的钢丝绳不得使用，必须立即进行更换。
7、斜坡上下平台木楔子不得低于4个，备用2个。
8、采用装矸机出矸，使用JD-40绞车提升2.5m3侧矿出矸时的安全措施：
(1)在装矸机和绞车安全位置各站一临时岗哨，严禁在提升或下放时提升范围内有人。
(2)导向轮(尾轮)采用焊接或连接方式固定在装矸机底盘和侧面,并且每班加强检查,确保牢固可靠。
(3)每班提升前，必须检查导向轮、钢丝绳是否完好，并有记录可查。
(4)矿车提至出矸点装矸时，绞车司机不能离开绞车，必须将绞车制动闸刹紧，防止绞车在装矸过程中下滑伤人。
5)装矸机在使用时，必须有牢固的固定装置固定装矸机，防止在出矸过程中将装矸机拉移位，而造成伤人事故。
9、采用装矸机使用安全措施：
1)装矸机的安装必须符合矿《摘录装矸机安装顺序及安装办法》的要求。
2)装矸机司机必须持证上岗。
3)司机操作装矸机前，必须检查好装矸机的各部件及电器部分，特别注意卡轨器和机身稳固绳是否松动以及挡绳栏是否起作用，尾轮是否牢固，确认无误后方可开机。
4)装矸机必须用卡轨器将机身固定，卸料槽稳固方式采用撑腿或吊绳。
5)不得在装矸司机身边的槽子上存矸，防止矸石被机斗挤出或钢绳弹起，砸伤工作人员。
6)在有大矸石不好装时，不准硬装，必须将其打碎后方可装矸。
7)放炮前应将装矸机机斗拉到簸箕口处，以防机斗被埋住和崩坏钢绳。
8)装矸机距碛头不大于25m。
9)用装矸机装矸时，钢绳运行范围内严禁有人。
10)碛头有人作业，装矸机装矸时，装矸机导向轮距碛头不小于6m。
11)导向轮的稳桩必须稳固可靠。
12)出矸时，装矸机靠近人员一侧，必须使用楠竹跳板加高喇嘛口，以防止矸子滑出伤人。
13)出矸时，矿车下方严禁有人。
14)装矸机钢丝绳严禁打结使用。
15)每周定期对装矸机进行完好情况检查。
10、人力推车时的安全措施
1)1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时，不得小于10m;坡度大于5‰时，不得小于30m。
2)推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。
3)严禁放飞车。巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。
11、JD-40KW绞车倒向提升安全措施
1)绞车的安设必须经相关部门验收合格后方可使用。
2)绞车机司机必须持有效证件上岗，无证严禁开动绞车。
3)斜坡提升设置声光信号联系，声光信号必须灵敏、可靠，绞车提升信号规定为“一停、二上、三下、四慢上、五慢下” ，“乱铃出故障”，并严格执行“行人不行车”和“行车不行人”制度。
4)提升时，在出矸点与下磨盘安全位置各指定专人站一临时岗哨，严禁提升或下放时钢丝绳活动范围内以及跑车可能伤及人员的地点有人，严禁人员进入，下磨盘工必须进入躲身硐打信号联系。
5)每班作业前，绞车司机必须对绞车基础、绞车各部件、绞车各安全设施等进行全面的检查无隐患后方可作业。
6)导向轮(尾轮)固定在使用稳钎固定在巷道底板上，每班提升前，绞车司机必须检查导向轮、钢丝绳是否完好，并作好记录备查。
7)矿车提至出矸点出矸时，必须采用两根Ф100mm的方木作“十”字架对矿车稳固。
8)矿车提至出矸点出矸时，绞车司机不能离开绞车，必须将绞车制动闸刹紧，防止绞车在装矸过程中下滑伤人。
9)提升或下放时，必须使用合格的插销，严禁使用断钎子或其它物件代替插销使用。
10)在处理下道矿车时，人员必须站在矿车两则，严禁站在矿车下方，绞车司机手不得松开刹把，对下道矿车采取设“十”炮台或其它方式防滑，严禁摘掉主钩。
11)处理下道车期间，下车场磨信工严禁离开岗位，跑车可伤及人员范围内严禁有人进入，磨信工必须在硐室内或安全地点，不得观望。
12)矿车在斜坡上装满矸石后必须立即下放，不得将矿车长时间停留在斜坡上。
第七节 火工产品管理安全措施
1、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药由其他人员一同运送，爆破工与运送炸药人员之间的距离不得大于10m,严禁爆破工一人同时运送炸药、电管。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并持证上岗。
3、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆破材料库。
4、炸药、电管运到位后，必须装箱上锁，钥匙由爆破工一人管理。
5、碛头装药时，严禁边装药边做管。
第八节 其它安全技术措施
1、各工种工序必须严格按《工种技术操作规程》(掘进)中的有关规定执行。
2、特殊、要害工种必须经过培训、考试成绩合格后持证上岗。
3、严格执行交接班制度和班前会制度，在布置生产任务的同时，应着重交待安全注意事项和防范措施。
4、当掘进工作面CH4浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%或其它有毒有害气体超限时，必须立即停止作业，撤出人员，并向矿调度室汇报，待采取有效措施，确认安全后方可恢复作业。
5、各种管线按断面图规定吊挂，巷道内做到无淤泥、无积水、无杂物，材料堆码整齐。
6、过巷措施：根据资料，扩大区底板放水巷与225风桥层间距为4.15m(理论值
)为确保过巷的顺利进行及施工的安全，其技术措施如下：
1)从挂口起10m段起必须采用浅循环作业，其循环进度不得大于1.2m，掏槽眼深不大于1.5m、辅助眼、周边眼深不大于1.2m，掏槽眼装药不大于4条/眼，辅助眼装药不大于3条/眼，周边眼装药不大于2条/眼。
2)过巷时，生产部、安监处每天必须有人到现场检查施工情况，对未按规程规定的，必须现场纠正、整改。
4、过巷期间每班必须观察225风桥过巷顶板支护情况，若发现顶板发生变化，必须及时支护再进行其他作业。
5、施工队在过巷时，跟班队干必须在现场全过程指挥作业，不允许违章作业。
6、每次放炮前，必须由班长亲自按附图10图中“△”位置布岗、撤人，停掉警戒区域内(除风机、遥测)以外的一切电源。
7、放炮15分钟后，由瓦检员、班长、放炮员逐步深入碛头检查瓦斯、通风、顶板、支护及爆破效果等，确认无异常后，方可撤岗、送电、恢复作业。
第九章 灾害应急措施及避灾路线
第一节 火灾事故应急措施
工作面一旦发生火灾，应立即根据矿井制定的救灾计划采取紧急援救和灭火措施，迅速撤出灾区及危险区的人员;稳定矿井风流，控制灾害的发展和火烟的蔓延;采取有效措施尽快灭火防尘。
1、撤离人员
所有受灾区域的人员迅速戴好自救器，在本班班长或瓦检员以及跟班队干的组织与带领下，按避灾线路撤到安全地点。如撤退线路已被火烟隔断时，应尽快构筑临时避难室通过压风管供风或采用佩戴自救器低姿势前进，尽快撤离灾区自救。
2、切断电源
立即切断灾区范围内除风机和本安型设备以外的一切电源，风机和本安型设备电源是否切断由现场组织者决定，防止处理事故中人员触电或发生爆炸事故。
3、通知有关岗位
立即向调度室汇报，由调度室通知主扇风机司机进入紧急状态，严密监视风机运转状态，发现问题立即汇报;由调度室立即通知井口检身人员封锁井口，严禁非救援人员入井;由调度室立即通知专人在矿灯房清点矿灯，在井口清点出井人数并向调度室汇报。
4、侦察火区
由调度室通知救护队按《矿山救护规程》携带火灾安全装备执行火区侦查任务。要尽快查明火灾发生地点、灾区是否还有遇险人员。同时探明火灾地点、范围和发火原因，并采取适当措施，有利人员抢救和防止火灾气体蔓延。侦查火区时应沿着新鲜风流方向接近火源。
5、保持通风系统的稳定
保持通风系统的稳定，调整通风系统必须经矿指定的现场指挥部研究决定。
6、灭火方法
矿井灭火有直接法、封闭法和联合法。要根据火灾的性质、发生地点、范围、发展阶段以及现有的灭火器材，采取适当的灭火方法。要尽可能采用直接灭火法灭火。
(1)直接灭火法
直接灭火法是采用水、灭火器、砂土、空气泡沫流等在火源附近直接扑灭，或者挖掘火源并将其运走的灭火方法。
用水灭火时要保证供给足够的灭火用水，同时要使喷向火区的水能正常排出，以免高温水流到邻区促进矿石氧化。要保证灭火区的正常通风，将火烟和蒸汽排到回风道去，同时还应随时检测火区附近的空气成分。火势较猛时，先将水流射往火源外围，逐渐逼向火源中心。
对于油类火灾，可喷洒固体阻燃材料，切断供氧条件，也可采用水雾灭火，其方法是在火源附近安设若干喷水器，形成扇形水幕，水很快化为蒸汽，隔断对火源的空气供给，同时也起冷却作用。
对于电气火灾，必须首先通知有关人员切断电源，再根据实际情况选择合适的方法扑灭火灾。
灭火器主要用于扑灭各种硐室和巷道中的小型火灾。惰性砂土灭火方法简单、费用低，主要用于扑灭井下硐室中的电器设备和油料的小型火灾。挖出火源就是在火灾之初尚未出现明火或燃烧范围较小时，用长柄工具将高热物体或燃烧体取出，将其冷却、熄灭和运走，并用惰性物将空洞填塞。
(2)隔绝灭火法
直接灭火无效时，应采取隔绝灭火法封闭火区，并规定为隔离火区而建筑的封闭墙的位置和建筑顺序。封闭火区时应采取措施防止瓦斯爆炸。
(3)综合灭火法
当火灾不能用上述灭火法扑灭时，应采用综合灭火法。综合灭火法就是将火区封闭后，向封闭火区注入阻化材料，如泥浆、凝胶或惰性气体等。
7、检查火灾气体
在抢救和处理事故过程中，必须指定专人在指定地点检查有害气体，防止CO中毒和CH4爆炸，有害气体超限时应立即撤退人员。
8、防止冒顶事故
设专人观察顶板危岩，防止顶板冒落伤人或影响正常通风。
9、停风撤人
处理火灾期间如发生局部停风则撤出受影响区域人员、布岗警戒，如果发生矿井停风，则撤出井内全部人员。
10、避灾路线
碛头→+475m放水巷→二采区避险硐室
第二节 瓦斯事故应急措施及避灾路线
1、撤离人员
所有井下人员迅速戴好自救器，在本班长或瓦检员的组织与带领下，按避灾线路撤到地面。如撤退线路已被火烟隔断时，应尽快构筑临时避难室通过压风管供风或采用佩戴自救器低姿势前进，尽快撤离灾区自救。
2、切断电源
立即切断灾区影响范围内除风机和本安型设备以外的一切电源，风机和本安型设备电源是否切断由指挥组决定。
3、通知有关岗位
立即通知矿调度室，由调度室通知主扇风机司机进入紧急状态，严密监视风机运状态，发现问题立即汇报;由调度室立即通知井口检身人员封锁井口，严禁非救援人员入井;由调度室立即通知专人在矿灯房清点矿灯，在井口清点出井人数并向调度室汇报。
4、救援抢险
救护队迅速抢救遇难遇险人员，探明事故地点、范围及气体成分。如果爆炸以后现场仍有明火、残火时，能直接灭火按灭火要求进行处理，防止抢救处理过程中再次发生爆炸。
5、恢复正常通风
确认无二次爆炸的可能时，应迅速修复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。
6、避灾路线
碛头→+475m放水巷→二采区避险硐室
第三节 顶板应急措施及避灾路线
1、探明冒顶区范围和被埋压、堵截的人数和位置。
2、积极恢复冒顶区的正常通风，若暂不能恢复时，可利用水管、压风管等对埋压、堵截人员输送新鲜空气。
3、处理中始终坚持由外向里，加强支护，防止二次冒顶，必要时，可开掘通往遇难遇险人员的专用巷道。
4、遇有大块岩石威胁遇难遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动岩块，但应尽量避免破坏冒落岩石的堆积状态。
5、遇险人员必须在本班长或瓦检员的组织与带领下，撤离距事故地点大于50m的安全区域。
第四节 机运事故应急措施及避灾路线
1、电气事故
发生电气事故后，首先切断灾区受威胁地点的电源，救灾指挥部要迅速派出救护队员赶到现场。
因电气事故造成主要扇风机临时停电停风不能及时恢复时，调度室应立即通知井下人员停止作业，切断作业点和受威胁区域内的电源，迅速撤到有电话的新鲜风流中待令，如果超过10分钟以上不能恢复供电供风则所有人员撤到地面。
2、运输事故
斜坡提升、平巷运输发生事故时，立即停止设备运转，保护好事故现场，查明事故状况，现场人员立即施救并向调度室汇报。
第五节 水灾应急措施及避灾路线
1、施工现场一旦发生水灾事故(或险情)，必须首先采取撤人措施，由现场安全负责人组织全部人员按《作业规程》规定的避灾路线撤离危险区域，到安全地点向地面汇报灾情。
2、矿调度室接到井下发生水灾事故汇报后，问明事故地点的基本情况，立即按紧急救援预案中确定的程序及方式通知救灾指挥人员，并向公司调度室汇报，由应急救援指挥部立即确定应急救援等级，制定救援方案，指挥救援队开展好救援工作。
3、现场人员尽可能采取措施进行抢救和堵水，防止事故扩大，如果水势凶猛，情况危险，无法处理，凡受到威胁的所有区域的人员必须按人往高处走的原则，在本班班长的组织与带领下，按作业规程、安全措施或指挥部确定的避灾路线撤到安全地点或地面。对于透水量不大的地点，可采取封堵住出水点的方法，以增加人员撤退时间。
4、抢救人员必须立即组织排水工作，若发现有水泵排水能力不足，应增设水泵，若情况紧急，在下部水平人员全部撤离后，可将水引入下部水平。处理上山巷道透水时，应防止二次透水事故发生，处理人员必须有安全撤退路线。
5、恢复被淹巷道通风时，必须加强气体检查，防止被淹巷道水位降低后大量的H2S、CO2和CH4等涌出伤人，若气体浓度超限应另行制定排放措施。
6、避灾路线
碛头→扩大区底板放水巷→二采区东翼边界放水巷→+600m总回风巷→二号回风联络巷→一采区总回风上山→风井(地面)。
第六节 跑车事故应急措施
1、立即进入躲身硐室内或立即撤到跑车不能伤及人员的安全地点。
2、绞车司机必须立即停止设备运转，查明事故原因。
3、确认矿车停住后，由值班队干观察现场，使用木料作临时“十字”刹车棒稳住矿车。
4、若发生人员受伤情况现场人员立即施救并立即向调度室汇报。
5、处理下道车时，值班队干必须亲自在现场负责。
