运输下山规程.doc

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1、2022年-2023年建筑工程管理行业文档 齐鲁斌创作岔河联营煤矿掘进作业规程工作面名称：运输下山矿 长： 总工程师： 编 制：赖根华编制日期：2016年10月10日 目 录第一章 概况1第一节 概述1第二节 编写依据1第三节 巷道平面位置1第二章 地面位置及地质情况2第一节 地面相对位置及相邻采区开采情况2第二节 煤（岩）层赋存特征 4第三节 地质构造3 第四节 水文地质6第三章 施工设计6第一节 巷道布置6 第二节 支护设计7 第三节 支护工艺7第四章 施工工艺10第一节 施工办法10 第二节 掘进方式11第三节 爆破作业12第四节 装载与运输14第五节 管线及轨道敷设15第六节 设备与工

2、具配备15第五章生产系统16第一节 通风16第二节 瓦斯治理18第三节 压风30第四节 综合防尘30第五节 防灭火32第六节 安全监控33第七节 供电33第八节 排水34第九节 运输34第十节 通信35第十一节 煤质管理35第六章 劳动组织与主要技术经济指标36第一节 劳动组织36第二节 作业循环方式39第七章 安全技术措施40总 则40第一节 一通三防41第二节 顶板47第三节 爆破48第四节 防治水51第五节 机电52第六节 运输53第七节 过老巷、老空措施55第八节 其它56第八章 灾害应急措施及避灾路线5758岔河联营煤矿运输下山掘进作业规程第一章 概况第一节 概述巷道名称施工工艺巷道

3、类别方位煤、岩类别坡度支护方式断面形状断面规格运输下山炮掘准备95岩21锚喷矩形净宽3.6m净高2.2m一、巷道设计长 度和服务年限设计长度：245m服务年限：10年以上二、巷道用途用于K3煤层进风、行人及运输等。三、预计开竣工时间本掘进工作面计划于2016-10-20日开工、2017-3-20日完工。第二节 编写依据一、岔河联营煤矿（30万吨/年生产矿井）开采方案设计二、岔河联营煤矿（30万吨/年生产矿井）安全专篇三、煤矿安全规程、煤矿防治水规定、贵州省煤矿水害防治规定四、地质部门提供的有关地质资料和掘进地质说明书第三节 巷道平面位置巷道平面位置见附图：巷道布置示意图第四节 巷道位置及邻近情

4、况1、巷道布置：该巷道布置在矿井西南方向，巷道在原运输下山与主皮带运输巷联络巷交叉处武器，按118方位跟中线、跟煤顶板施工。2、邻近情况：该巷道面为主皮带运输巷，东北面为10208回采工作面，其余为原生体，其对应的地表为高山坡地（见：巷道布置图）。第二章 施工安全条件1、地层：该巷道所处地层属上三叠纪火把冲组中下段。2、地层产状：该巷道所处地层产状为：走向北东一南西120度，倾向210度，倾角15度。3、围岩岩性：巷道沿煤层顶板挑底掘进，其岩性为：直接顶为细砂、粉砂岩，间接顶板为粉砂岩夹粘土岩。直接底板为细砂岩，间接底板为粉砂岩、灰质泥岩。煤层特征情况表煤层特征单位参数备注煤层厚度米1.01.

5、2煤层倾角度15自燃发火期不易自燃绝对瓦斯涌出量m3/min0.85矿井绝对瓦斯涌出量相对瓦斯涌出量m3/t7.65煤层爆炸指数%无爆炸危险 4、构造：本巷道所掘进区域以单斜构造为主，根据原10208回风巷及主皮带运输巷施工时揭露的情况分析，基本无构造。5、 瓦斯情况：2015年8月，贵州黔源矿业开发有限公司对贞丰县挽澜乡岔河联营煤矿进行了矿井瓦斯等级鉴定：矿井最大绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min，最大绝对二氧化碳涌出量为1.50m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为9.13m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.46m3/t。鉴定结论为瓦斯矿井。经实测，该巷道掘进时最大瓦斯涌出量为0.85m3/m

6、in. 根据贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定结果，岔河联营煤矿煤尘无爆炸危险性；煤层自燃发火等级鉴定为三级，属不易燃煤层。6、 水文地质：该工作面开采K2煤层，据有关部门提供的水文地质资料可知，工作面的顶底地板均无含强水层，相邻的采空区采空情况已绘图标明并留设足够的安全保护煤柱，但根据煤矿防治水规定的要求，为做好“有掘必探、先探后掘”工作，我矿运输下山掘进前，必须制定探放水设计，进行探放水。第三章 施工设计第一节 巷道布置 该巷道在原运输下山+1920.2标高处开口（即延伸原运输下山），以方位角：100沿K2煤层施工。 该巷道总工程量为200米。第二节 支护设计 一、巷道断面、支护形式1、巷道

7、断面及规格：采用矩形断面。巷道净宽2.8m，净高2.5m，净断面7.0m2。2、支护形式：采用锚杆配合金属网支护，顶板破碎地段采用12号矿用工字钢支护，棚距0.8m(中对中)。 3、支护材料规格及质量要求：锚杆长2.2m(用18mm罗纹钢加工而成)，锚网用34mm钢筋点焊而成。 质量要求： 锚杆间距800mm，排距900mm，每排锚杆顶板打4根。锚网搭接不少于100mm，锚固剂顶板锚杆不少于2支，锚杆挂网不得滞后迎头2米。锚杆的锚固力要求达到：顶板60KN锚杆孔深2.2m,允许偏差0+20mm。锚杆外露长度,露出托板150250mm。托板紧贴岩（煤）壁。 锚杆角度：顶板垂直岩面，靠巷道两帮锚杆

8、与岩面成75。4、相关要求锚杆的间、排距偏差-100-100mm，锚杆露出螺母长度为10-40mm，锚杆应与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不应小于75，抗拔力、预应力不应小于设计值的90%。5、临时支护掘进工作面临时支护采用单体液压支柱配铰接顶梁，铰接顶梁上端采用厚50mm，长26000mm的木板铺平，木板上面用坑木进行接顶，接顶必须严实，临时支护必须牢固。铰接顶梁必须及时移到迎头使用，严禁空顶作业。临时支护平面图2、临时支护工艺、工序及要求：（1）掘进（爆破）一个循环进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸（煤），并随时进行敲帮问顶

9、工作。确保无安全隐患后，人员站在永久支护下前移铰接顶梁。铺设木板时必须从外向内顺序进行，所有人员必须在有完整支护的地段工作，在临时支护保护下，完成出煤、刷帮、立柱腿、背帮等永久支护工艺过程，临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。顶板维护好后，撤出迎头所有人员，由外向里架设永久支护。临时支护与迎头的最大距离0.2m。（2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。二、永久支护工艺及要求1、待炮掘够一个循环进度工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶前移临时支护铺木板接顶严实永久支护。每移动一次铰接顶梁都必须检查是否合

10、格。2、永久支护必须紧跟迎头。待煤（矸）运出后，即可在临时支护下施工锚杆眼（或挖柱窝）架设永久支护。3、使用11#矿用工字钢支护时，棚距为800mm，巷道背帮接顶必须严实。4、巷道永久支护工程质量及文明生产要严格按煤矿安全质量标准化掘进质量标准及考核评级办法执行。 三、支护设计（一）锚杆选用验证计算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一冒落拱高度，m；K一安全系数，一般取K=2；L1一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5mL2一锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；其中：H=B(2f)=3.4(23)=O57式中：B一巷道开掘宽度，取2

11、.8m； F岩石紧固性系数，取3；则：L=20.57+0.5+0.05=1.69m0.9m 通过以上计算，选用182200mm的高强度锚杆，间、排距为800mm900mm，矩形布置，可满足安全及质量施工要求。附：巷道施工断面图(见附图)第四章 施工工艺第一节 施工方法巷道采用打眼爆破法掘进，楔形掏槽，全断面一次装药一次起爆（否则必须分次装药分次起爆）。迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活石危岩，然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。第二节 掘进方式1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。即爆破落煤（矸），人工掏矸，人工支护，皮带配溜子运输的掘进作业方式。钻眼时采用ZM

12、-1.2型煤电钻两台(一台备用),配合麻花钻杆两根（2米/根），合金钻头两个（型号为32），进行钻眼工作;风钻（7655或开山24钻机）用于卧底钻眼。2、钻爆掘进工艺流程：钻眼前的准备（检查瓦斯）空顶段敲帮问顶临时支护钻眼检查瓦斯装药联线检查瓦斯并撤人设警戒爆破检查瓦斯及检查爆破效果洒水消尘、维护顶板临时支护出煤（矸）永久支护。3、钻爆工序要求：1）钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的瓦斯及支护情况，发现问题及时处理。2）必须依据巷道在工作面的位置按规定布置眼位。3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼 ，并坚持湿式钻眼。4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。5）爆破采用

13、正向装药，联线方式为串联，使用毫秒延期电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，第一段与最后一段的间隔时间不得超过130ms，每眼使用12个水炮泥。6）爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口及爆破撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒，警戒位置：7号煤回风巷与运输斜井交叉口、一部皮带机尾处，每一警戒点安排2人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知爆破员及班组长，已设好警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知到后才可装药爆破，放炮必须在进风流中进行。爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。第三节 爆破作业掏槽眼装药量为0.454=1.8Kg，辅助眼及周边眼装药量0.36=1.8

14、Kg，顶眼装药量为0.35=1.5kg，底眼装药量0.456=2.7kg，循环爆破炸药消耗量为7.8Kg，炮眼布置图与爆破说明书如下：炮眼布置三视图（1：50）爆破说明书眼 号炮眼名称炮眼深度（米）炮泥长度（米）装药量倾 角爆破顺序联线方式个/眼总计（kg）水平垂直14掏槽眼1.5填满37.8750串联56辅助眼1.3填满2900710帮眼1.3填满28001115顶眼1.3填满290+851621底眼1.3填满29085共计30.6图42 炮眼装药结构示意图表41 爆破条件序 号名 称单 位数 量1掘进断面米272坚固性系数f453工作面瓦斯情况m3/min0.784毫秒雷管段155煤矿安全

15、炸药级表42 预期爆破效果序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率0.855每米巷道炸药消耗量公斤/米5.52每循环工作面进尺米136每循环炮眼总长度米/循环323每循环落煤（矸）米39.47每米3煤炭雷管消耗量个/米31644炸药消耗量公斤/米3108每米巷道雷管消耗量个/米226附：1、发爆器型号MFB1002、一次装药一次放炮，严禁一次装药分次放炮。第五章 主要生产系统第一节 通风系统一、通风方式采用压入式通风，用对旋式轴流局部通风机送风。供风距离300m。二、掘进工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qk=1000.851.5 =127.5m3/min式中：Q掘进工作面实际

16、需要风量，m3/min;100单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8的换算值;q掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.85m3/min;（根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算）k掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。2、按炸药量计算：Q=25A=257.8=195m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;25每千克炸药不低于25m3的配风量;A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;3、按人数计算：Q=4n=492=72m3/min式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min;4每人每分钟不低于4m3/min的配风量;n掘进工作面同时工作的最多人数。4、确定掘进工作面

17、实际需要风量：确定掘进工作面实际需要风量：200m3/min。5、掘进工作面风量、风速测算：（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算煤巷风速为：V=Q/S=200/(760)=0.52m/s0.25 m/s式中： V巷道风速，m/s;Q巷道 风量，m3/min;S巷道净断面，m2;（2） 根据煤矿安全规程中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.52m/s，符合煤矿安全规程规定。附：通风系统示意图 三、设备选型及局部通风机的安装地点 根据以上计算，选用FBD-N0：6.3/215局部通风机两台，风量280190m

18、3/min，采用600mm的阻燃柔性风筒导风。局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式，一台工作，一台备用。局部通风机安设在主皮带运输巷风门外,不影响皮带运行。局扇安设高度离地面不低于0.3m。主皮带运输巷（新鲜风流）导风筒（经过风门）回风联络巷（导风筒）掘进工作面掘进工作面（乏风）运输下山风井地面。第二节 防尘、防灭火系统工作面设置简易防尘系统一套，主要由直径25mm塑管、“50米设一三通”、净化水雾设施、转载点喷雾装置和工作面喷淋管路组成。防尘用水接于主运巷矿井防尘用水主管路（附：防尘系统图）。第三节 运输系统1、工作面出煤（渣），采用刮板机、皮带机运输。2、

19、工作面所需材料，地面装车后，通过副井放至井底车场，由对拉绞车拉至联络巷，然后人工推车至工作面(见运输系统图)。 运煤系统工作面回风联络巷主皮带运输巷主斜井地面。材料设备运输系统：地面副斜井主轨道运输巷主皮带运输巷工作面附：运输系统图第四节 供电系统该迎头掘进施工中，电源来源于井下变电所，供电方式为集中供电，经分路开关阻燃电缆接至主皮带联络巷开关，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩间距不大于3m一个，电缆的垂度不大于50mm。第五节 排水系统 根据地质说明书的有关资料，参照已掘进的临近巷道实际情况，掘进过程中局部裂隙发育地段可能有少量淋水。排水系统：工

20、作面迎头设临时水仓一主皮带运输巷一主轨道运输巷一主水仓一副井一地面污水处理站。第六节 安全监控系统 1、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装1台分站，2个瓦斯传感器、1个一氧化碳传感器。2、在工作面距迎头5m内（在风筒另一侧）、距回风口1015m处各设置1个瓦斯传感器。瓦斯传感器位置为距顶板不大于0.3m，距巷帮不小于0.2m，其报警值为0.8%；距回风口1015m处安设1个一氧化碳传感器，其报警值为24PPm。附：安全监控系统图第七节 压风系统工作面压风风源来自地面工业广场（副井口侧）压风机房，该机房安装型号LG-105/8G压风机一台，电机功率为55KW。承担井下所有工

21、作面用风，通过压风管路到达掘进工作面用风地点，主管的管径为100，支管管径为50。压风路线：地面空气压缩机副斜井主轨道运输巷主皮带运输巷工作面迎头。附：压风系统图第八节 通信井下掘进工作面与矿领导、各区队、调度室、绞车房、车场、配电室等地点通讯联系，采用程控自动交换机。矿用本质安全型壁挂话机，每个电话机旁都配有全矿各部门的电话号码。本安型电话机安设位置距工作面迎头不超过50m。通过通讯电缆敷设到井下各施工地点。第六章 劳动组织与主要技术经济指标第一节 劳动组织1、作业方式：三八工作制。2、严格执行交接班制度：预 期 爆 破 效 果序号名 称单 位数 量1炮眼利用率%882每昼夜循环工作面进尺m

22、3.63每循环爆破实体煤岩m311. 284每昼夜循环雷管消耗量个545每昼夜循环炸药消耗量Kg74.076每米掘进巷道雷管消耗量个/m11.257每m3原煤（岩）雷管消耗量个/m34.7878每米掘进巷道炸药消耗量kg/m15.5639每m3原煤岩炸药消耗量kg/m36.610月进度m8111日循环个数个312正规循环率%9013月生产天数d25劳 动 组 织 配 备 表序号工 种人 数圆班人数备 注一班二班三班1打眼、支护33392信号、排水11133装车工444124班长1113599927主要技术经济指标表序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量1掘进断面米26.316砌块消耗定额米3

23、/米/2净断面米25.617掘进煤量吨/米83巷道坡度跟煤18日出勤人数人274工程量米50019掘进工效率米/工0.25昼夜循环个数个320工 期月1.56循环进尺米1.2217日进尺米/日3.6228月循环率%90239平均月进度米/月812410坑木消耗定额米3/米00.12511炸药消耗定额公斤/米8.332612雷管消耗定额个/米18.92713钢材消耗定额公斤/米2814水泥消耗定额公斤/米/2915砂子消耗定额米3/米/30直接成本元/米（1）各班班长必须认真组织、严格执行交接班制度。（2）每个生产班必须由班长统一领工，做到集体入井、集体交接、集体收工、集体出井。（3）每个班入井

24、前，必须由跟班矿长主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；二是进行安全预想、讨评。班前会要准时、简明，完毕后排队领灯、接受检身，排队入井，要准时入井，安全准时到达作业地点。（4）进入作业地点后，必须与上一班岗对岗、面对面交班，交不清不能走。（5）每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准化的要求，在本班内保质保量按时完成额定工作任务。（6）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。（7）交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。（8）凡能够通过试运转交接的设备，必

25、须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。（9）接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。（10）交接双方班长要相互协调，如发生争执意见，必须及时向本队队长或当日值班矿长汇报，并按值班矿长提出的协调意见执行。第二节 作业循环方式一、炮掘循环方式正规循环作业图表 一班 二班 三班 工序 时间 (min)8 9 101112 13 1415 16160081交接班102安全检查103打眼准备104打眼1205联

26、线、设岗406放炮607安全及瓦检108临时支护409洒水防尘1010出渣（煤）8011永久支护7012巷道清理20同一班同二班备注加强工作面的顶板管理，及时进行临时支护。掘进正规循环作业见表第七章 安全技术措施一、工程质量要求：1、巷道掘进以中线控制方向，中线至两帮各为1.4m，因此，施工过程中必须严格注意中线，保证中线至两帮的误差不得大于50mm。该巷道为沿K2煤层掘进，以K2煤层顶板为基准，K2煤层顶板到轨道面高度为2.3米，正负偏差不得大于50mm，如遇煤层变化由矿生产技术部另给腰线按腰线施工。2、巷道煤壁必须平整，避部凹凸不得超过200mm；不许留有200mm以上的伞檐。3、支护质量

27、：锚杆排距、杆距为800mm900mm，误差不得大于100mm。锚网四周搭接100mm，搭接部分不密合的，必须用铁丝帮扎牢实。严禁空顶作业，锚杆挂网不得滞后工作面2米，迎头必须使用前探梁做临时支护。锚固剂长度不小于孔深的23。必须保证锚孔与锚杆两径配合，其差不得大于8IIlIl(锚杆径为20m1时，锚孔径不得超过28rm)。锚杆安装完成锚固力不少于18MPa。二、钻眼爆破安全技术措施：l、领取的炸药雷管必须分开装入专用木箱内，由放炮员亲自运送，禁止转交其它人员运送，运送炸药时，不得中途逗留，运送时间应选择在避开上、下班人员集中时段，避开与人群同走。2、炸药雷管运送到工作面后，必须放入专用的木箱

28、内并清点后加锁，炸药箱必须放于顶板完好支架完整；避开电器、机械设备的干燥地方，每次放炮前必须把火药箱放到警戒线以外的安全地点。3、制作引药时，雷管必须从炸药平头沿中心线装入并全部装入药卷内，然后用脚线固定，禁止将雷管捆绑在药卷上或斜插于药卷上。4、制作引药的地点必须选择在远离人群，避开机械、电器设备、顶板完好，支架完整，干爽的地方，并严格按操作规程规定制作引药。5、装药前必须检查炮眼的深度角度等是否合本规程前述规定，并按操作规程规定履行通风、支架、瓦斯、顶板等安全检查工作。6、炮眼装药量及装药方式必须严格按本规程规定执行，禁止反向装药和冲撞捣实。7、炮眼封泥必须用可塑黄泥制作，封泥长度不得小于

29、0.6米，封泥不够或无封泥炮眼严禁放炮。8、放炮连线工作员能由放炮员一个人操作，放炮员连线必须由里往外进行(布线)连线前母线必须扭结短路，炮眼连线必须使用串联方式，脚线接头必须拧紧并悬空，母线必须完好无破皮并悬挂于非动力线一侧。9、放炮员必须将放炮器把手随身携带，不得将放炮把手交给任何人，不到放炮时间不得插入放炮内。每次放完炮都必将把手取下随身携带，并把放炮母线扭结。10、放炮前必须设置严密警戒，放炮警戒点前期设于主皮带巷两边，距放炮点100米外，后期设于该巷道距放炮点300米外。1l、必须严格执行“三人联锁放炮”(即放炮员将指令牌交给班长、班长检查、清退人员并布置好警戒后，班长将指令牌交给瓦

30、斯员；瓦斯检查通风、瓦斯后，再将指令牌交回放炮员，然后放炮员按程序放炮，)和“一炮三检”(即装药前、放炮前、放炮后检查瓦斯)制度。12、放炮后，必须由班长、瓦斯员、放炮员、安全员先检查工作面的瓦斯、煤尘、顶板、瞎炮、安全出口等情况并排除隐患后，其他人员才许进入工作面作业。13、处理瞎炮的措施及规定：发现瞎炮后最少等10分钟后再在瓦斯员监护下检查瞎炮等情况。发现瞎炮后先沿线检查接线情况，并重新连线然后引爆。经重新连线仍不能爆的瞎炮；要先弄清炮眼的方位，再在距瞎炮30公分处另打一个与瞎炮平行的新眼，然后在新眼装药放炮引爆。处理瞎炮后，仔细找回未爆的雷管炸药并退库。严禁采用手拉、镐挖、钻眼等其它方法

31、，取出炮内的雷管和炸药。在瞎炮没有处理完之前，附近20米内严禁进行处理与瞎炮无 关的工作。不论瞎炮内有无炸药雷管，都严禁在旧眼内加深炮眼。当班的瞎炮必须当班处理完毕，否则必须在现场将瞎炮及处理情况向下一班交待清楚。处理瞎炮工作必须在班、队长或技术员在现场指导下进行，14、钻眼爆破工作必须由经过培训，取得特殊工种操作资格证的 专职人员担任，并严格按钻眼爆破工操作规程和本作业规程规定 进行作业。 15、钻眼前必须先敲帮问顶，并随时注意顶板、煤帮及支架情况，发现危险及时排除。16、钻眼时用力应均匀，禁止用肩扛、钢钎顶等方法推压钻机。17、发现如下异常睛况时，必须立即停止钻进并汇报调度室：(1)项板、

32、支架断裂等压力异常，有冒顶、片帮危险时；(2)煤体突变松软，变硬或变暗失去光泽时；(3)煤体变湿变潮或有水浸透过的水痕迹时，(4)钻进时突然变松或顶钻时；(5)炮眼突然出水或出水异样时；(6)空气突然变冷或变热时；(7)巷道挂汗、挂红或产生不明烟雾时；(8)顶淋水或淋水突然加大时；(9)听到“咝咝”水声时；(10)炮眼内有明显气体涌出、工作面内瓦斯突然升高时；(11)听到有煤炮声或其它异样声响时；(12)发现顶底板或煤壁有地震样或颠动时；(13)发现底板或煤帮外鼓、片帮掉渣时；(14)人员有发闷、泛力、烦躁不安等感觉时。三、防止顶板事故的安全措施：1、工作面作业人员必须严格执行敲帮问顶制度(附

33、后)。按敲帮问顶制度规定处理顶板活石、危石。2、必须严格按照本作业规程规定进行支护，并做到支护及时，质量合格。3、若遇顶板破碎、裂隙较多的地段，应采用减小循环进度进行打浅眼(但不小于O.6米)少药、放小炮的方式通过。4、工作面及巷道内发现有断裂、破损的支架，必须及时加棚更换。5、更换永久支架或临时支架时，必须严格执行“先支后拆、先外后里、先上后下、先顶后帮”的支护原则。6、所有支架都必须连棚楔紧、背实，在放炮前必须对迎头10米内的支架进行加固、放炮后进行维护。7、大块矸石或煤块不得装入刮板机、若用刮板机运输材料必须有人护送，以防刮倒支架。8、工作面内必须随时准备一定数量的备用支架材料，发现压异

34、常或顶板破碎，及时加强支护。9、钻眼炮孔禁止正对支架，炮眼必须装足炮泥，以防炮崩支架。 10、钻眼放炮时顶眼不得穿通顶板，并尽量减少装药量，以保证顶板完整性。四、“一通三防”措施(一)通风：1、矿井全负压供给该工作面的风量必须足够，最少以没有循环风为准，因此，通风管理人员必须经常测风并做好风量调配工作。2、加强局扇通风管理，局扇风机必须安装于距回风口10米以外进风流的位置，并保证无循环风，杜绝随便开停局扇现象。3、做好风筒的吊挂及破口修补工作，做到逢环必须挂，有破即补。4、经常检查矿井内各地点的通风设施，确保各设施完好不漏风。经常检查工作面通风线路，(进回风巷)及时清除巷道内煤矸及其它杂物，保

35、持通风线路的畅通无阻。5、矿井主扇停风，或其它原因引起的风量不足，工作面必须停止作业，并撤出人员，严禁风量不足爆破。6、严禁二次串联风经过工作面；若有一次串联风风流流入该工作面时，必须在该工作面进风顺槽入口设置甲烷传感断电仪(设定断电值为05)同时接入矿井安全监控系统主机，并确保正常运行，并必须制定串联通风安全措施。 （二）防灭火1、利用防尘管路作为消防管路。2、在主轨道运输巷中部设置有消防材料库，配足消防器材。井口附近消防材料库有直通副斜井的轨道。3、在皮带转载点设置2个灭火器、不少于0.5m3的防水砂及铁锹等。 4、电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、矿值班人员作详细汇报。5

36、、井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火，严禁火种入井，严禁使用失爆矿灯。6、巷内浮煤定期清扫，粉尘定期冲洗。7、一般情况下，巷道内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。8、搞好井下电器设备的三大保护，加强电气火灾的防治。对各类电缆要加强管理，防止电缆燃烧。严禁明火作业，严禁电气失爆。易磨擦、撞击产生火花的地点要洒水降温。9、如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。发生电气设备、电缆火灾时，不得用水灭火，只能使用灭火器灭火。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必

37、须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。10、防尘水系统必须贯穿全工作面，防尘管路必须及时接送到位(离迎头不得20米，并每隔50米安装一个三通阀门接头)，保证供水的充足，工作面炮前炮后，及出煤当中都必须洒水降尘，工作面各转载点及回风巷都必须设置净化喷雾装置。 11、经常冲刷、清扫上下顺槽及工作面各地点积尘。12、井下机电设备严禁超负荷运行，机电部门经常做好各种电器设备的检查及负荷校验工作。13、井下机电设备，严格执行强制报废制度，杜绝无煤矿安全标志、超期服役和其它一切失爆设备下井，井下机电设备必须做好保养维护及清洁工作，杜绝漏油现象。14、井下严禁使用和存放汽油以

38、及硝基类或挥发份较高的油漆和胶水等易燃物品。15、使用的抹布、润滑棉沙头等必须放置于专用不燃器具妥善保管，禁止上述物品放置于靠近热源的地方，对废弃的上述物品及其它可燃物必须及时清理出地面处理。16、井下爆破必须执行煤矿安全规程有关规定，严禁明电、明火放炮和放糊炮，封泥长度必须符合规定，严禁用炸药纸或其它可燃物替代炮泥。17、严格执行矿井防火管理制度及防止烟火下井的安全措施(附后)。 （三）瓦斯治理1、必须加强局部通风机的使用管理，掘进头停工时不准停风，因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5时，

39、方可人工开启局部通风机。必须加强风筒的使用管理，风筒不能出现漏风，风机进风口和风筒出风口不能有阻碍物，保证迎头的风量，以防发生瓦斯积聚。2、因停电或其他原因停风时间较长时必须及时封闭巷道，作业前必须先进行瓦斯排放，只有待瓦斯浓度降到1.0以下，确认无危险后，方可恢复工作。3、瓦斯排放规定：停风区瓦斯最高浓度在3.0以下由瓦检员按矿制定的瓦斯排放措施进行排放。停风区内瓦斯浓度超过3时，必须制定瓦斯排放措施，报经矿技术负责人批准，由矿辅助救护队和矿安全科组织人员进行排放，瓦斯排放必须切断回风流中的所有电源，并撤出迎头作业人员。4、作业时，每班每个作业点必须配备瓦检员，瓦检员必须携带光学瓦检仪。同时

40、必须坚持“一炮三检”“一检三点”“一点三检”的瓦斯检查制度，并填写好瓦斯检查记录，巡检员对作业点瓦斯检查记录进行监督、检查、审核、并签字。跟班矿长、队长、班长必须随身携带便携式瓦斯报警仪。 5、每班每个作业点瓦斯检查不少于3次，迎头瓦斯浓度达1%时，必须停止作业，采取措施，使瓦斯浓度降到1%以下时，才能进行作业。瓦斯浓度达到或超过1.5%时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，报告调度室，待有关部门采取措施，经处理后才能作业。6、该掘进工作面必须安设二个瓦斯监测监控探头一个一氧化碳监控探头。瓦斯监控一个探头安设在风筒另一侧的巷道顶部，距迎头退后5米范围内，另一个探头安设在该巷道距回风口101

41、5米处；一氧化碳监控探头与回风侧瓦斯监控探头并列吊挂。迎头监控探头随工作面的推进由瓦检员前移，放炮时必须同电器设备一起撤到安全地点。迎头瓦斯探头设定报警浓度0.8，断电浓度1.2，复电浓度小于1.0，断电范围：掘进工作面除风机外的所有电器设备（如下图示）。回风流中瓦斯探头报警浓度0.8，断电浓度1.0，复电浓度小于1.0。7、所有作业人员都必须随身携带自救器，并熟悉自救器的使用。8、加强瓦斯日常监测、监控、在保证按本规程安装足够瓦斯探头的前提下，加强对探头的维护和校验，确保监控系统正常运行。监控员必须24小时严密监视安全监控系统的运行情况，发现异常或瓦斯超限，立即报告矿调度室(或总工程师)。9、强化瓦斯检查制度，坚持“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，严格按瓦斯检查员操作规程做