煤礦井下水倉掘進作業規程
第一章 概況
第一節 概述
一、巷道名稱及相應位置
該水倉開口處位於10#煤換裝硐室17.5米處，按方位為175°59′14″的方向掘進。設計長度：238.87m
工 程 量：2161.77m3
坡 度： 20°下坡
服務年限：礦井服務年限
預計開、竣工時間：
該水倉自2011年2月底開工，2011年5月竣工
二、掘進巷道的用途
該掘進巷道為主副水倉。該巷道要用錨、網、噴支護，巷道淨斷麵為：寬 3300mm，高 3100mm，掘進斷麵為 9.05 m3的半圓拱斷麵。主要擔負礦井生產時期的排水任務。
。
第二節 編寫依據
一、編寫依據
(1)根據山西省國土資源廳2009年11月頒發的《采礦許可證》，證號C14000002009111220041617。
(2)山西省煤炭工業廳晉煤規發[2010]663號文關於山西呂梁離石賈家溝業有限公司兼並重組整合礦井地質報告的批複及《山西呂梁離石賈家溝煤業有限公司兼並重組整合礦井目地質報告》。
(3))山西省煤炭工業廳晉煤辦基發[2010]1026號文關於山西呂梁離石賈家溝業有限公司礦井兼並重組整合項目初步設計的批複及《山西呂梁離石賈家溝煤業有限公司礦井兼並重組整合項目初步設計》
(6)《山西煤炭規劃設計院設計施工圖》
(7)《礦山井巷工 程施工及驗收規範》
第二章 地麵相對位置及地質情況
第一節 地麵相對位置
山西呂梁離石賈家溝煤業有限公司位於呂梁市離石區南12km紅眼川鄉馮家焉村一帶。行政區劃屬離石區紅眼川鄉。其地理坐標為東經111°10′08″～111°13′16″，北緯37°27′18 ″～37°29′53″。井田距離石區約12km，有柏油公路相通，離石區西距209國道直距約7km;距臨-離-柳-石扶貧公路直距約7km;離石區東距307國道直距約8km;經離石出入口可與太(原)-軍(渡)高速公路相接，交通較為便利。
第二節 煤層的賦存特征
一、煤層產狀，厚度，結構，堅固係數和層間距
本井田構造簡單，總體上為一單斜構造，走向近南北，傾角為2—5°，井田南部發育7條規模極小的斷層。
本井田含煤地層為石炭係上統太原組和二疊係下統山西組。
山西組平均厚度68.32m，含02、03、1、2、3、4、4下、5、5-2、5-3號煤層，其中4號煤層為可采煤層，5號煤層為局部可采煤層。煤層平均總厚3.29m，含煤係數4.8%;可采煤層厚1.8m，可采係數2.6%。
太原組平均厚度73.80m，含6、7、8、10、11、12號煤層，其中6、10號煤層為穩定可采煤層。煤層平均總厚8.95m，含煤係數12.1%;可采煤層厚7.64m，可采係數10.4%。
6號煤層
賦存於太原組上部，上距4號煤層23.06-38.59m。煤層厚度0.42～1.57m，平均1.22m。井田內該煤層層位穩定，除東南部ZK10-3、號孔局部不可采外，其餘地段均達可采。煤層結構簡單，有時含1層夾矸。煤層直接頂板為泥岩、砂質泥岩偶為石灰岩，底板大多為泥岩、砂質泥岩。重組前原新崖上煤礦曾開采該煤層，井田西南部分布有少量采空區。
4、10號煤層
賦存於太原組下部，上距6號煤層29.58-44.65m。煤層厚度5.81～7.22m，平均6.42m，為井田穩定可采煤層。煤層結構極複雜，一般含2-4層夾矸，局部含5-6層夾矸或不含夾矸。煤層頂板大部為石灰岩、泥岩或砂質泥岩，局部為泥灰岩或細砂岩。底板大部為泥岩，局部為砂質泥岩。
二、煤層瓦斯湧出量，瓦斯等級、瓦斯突出傾向;煤層自然傾向、自然發火期、煤塵爆炸指數、地溫。
該煤層瓦斯絕對湧出量為0.64m3/min，相對湧出量為3.38 m3/min，屬低瓦斯礦井。
該煤層開采以來從未發現瓦斯突出現象。無瓦斯突出傾向。
該煤層自燃傾向性為為：煤的吸氧量為0.6994cm∕g,自然傾向性等級為Ⅱ級，自然傾向性為自然。無自然發火傾向。煤塵爆炸指數為30%，煤塵有爆炸性。
地溫一般為16°，對開采無危害。
第三節 地質構造
根據本礦鑽孔中采取各煤層頂底板岩石力學試驗樣進行煤層頂底板岩石力學性質試驗，井田各可采煤層頂底岩石工程地質特征如下：
①4號煤層直接頂板為泥岩、砂質泥岩，泥岩抗壓強度為32.5-42.7MPa,抗拉強度0.3-0.4MPa。強度變化大,穩定性差。底板為中砂岩、泥岩或砂質泥岩，泥岩抗壓強度33.6-43.6MPa，抗拉強度0.2MPa。
②6號煤層直接頂板為泥岩、砂質泥岩、中細砂岩，老頂為石灰岩，老頂極限抗壓強度為66.8-156.9MPa，抗拉強度1.3-3.5MPa。粉砂岩底板極限抗壓強度為80.3-122.4MPa，抗拉強度為2.6-3.7MPa。底板為泥岩、砂質泥岩或中細砂岩，頂板不易管理。
③10號煤層直接頂板為灰岩，裂隙較發育,一般充填方解石脈.抗壓強度93.8-169.4MPa,抗拉強度1.9-3.1MPa,一般為較堅硬穩定岩石.底板為泥岩及砂質泥岩。抗壓強度25.9-61.3MPa,抗拉強度0.4-0.5MPa。
本井田地質構造比較簡單，斷層、陷落柱不發育，基岩深埋地下，岩層穩定性和整體性好。煤層頂底岩層為砂岩、石灰岩等堅硬岩層或泥岩、砂質泥岩等軟弱岩層，除井田東部淺埋區岩層受到一定風化，岩質強度有所減弱外，其它地段均為正常沉積岩層。煤層頂底板容易支護。總之本井田頂底板岩石工程地質複雜程度為簡單-中等類型。
第四節 水文地質
一、地表水
本井田內常年性地表河流，僅幾條較大溝穀中雨季有短暫洪水通過，向西北彙入東川河後向西南彙入三川河，三川河向西南排向黃河。
二、井田主要含水層
(一)奧陶係灰岩岩溶裂隙含水層
本地層在井田內全部被覆蓋，埋藏於井田深部，地層厚度大，分布廣泛，溶洞和裂隙發育，具有良好的含水空間，富水性強，水量大，水質較好，是井田主要含水層。據該礦2004年和2006年在井田西側2km處大土河焦煤公司9號水源井和井田西部12號水源井資料，奧灰水位標高分別為805.46m和802.87m，出水量分別為195.60m3/h和180.60m3/h。根據以上水源井資料和區域奧灰等水位線推測井田內奧灰水位在801-808m，奧灰水埋深200m左右，水質屬HCO3-Ca·Mg型,礦化度0.2-0.5g/L。井田可采煤層均高於奧灰水位，無帶壓開采問題。
(二)石炭係上統太原組灰岩岩溶裂隙含水層
太原組含水層主要為三層石灰岩，從上到下為L5、L4、L1，總厚約25m左右，灰岩裂隙較發育，岩芯較破碎。鑽孔在灰岩地層中，大部分出現漏水情況，含水層頂板埋深在65-144m左右,據井田西部64號水文孔抽水試驗資料，單位湧水量q=0.00088L/s·m，滲透係數為0.0062m/d，水位標高分別為944.25m。水質類型為HCO3- Ca·Mg·Na型,總硬度27.19，PH值7.8。屬弱富水含水層。
(三)二疊係碎屑岩類砂岩裂隙含水層
井田內該含水層有零星出露，含水層以細、中粗砂岩為主，平均厚度17.90m.含水層裂隙不發育,富水性弱.頂板埋深為0-160m,據井田西部64號水文孔抽水資料，單位湧水量為q=0.0022L/s·m，滲透係數為0.012m/d，水位標高為998.04m，水質類型為HCO3 - Ca·Mg·Na型, 總硬度20.49，PH值7.8。屬弱富水含水層。
(四)第四係、上第三係孔隙含水層
第四係中、上更新統出露高，補給條件差，含水層連續性差，基本屬透水不含水層。
全新統主要分布於井田溝穀中及北部邊緣，含水層以砂礫石層為主，厚度小，富水性也較弱。水質屬HCO3·SO4- Ca·Mg型,礦化度0.544g/L。
上第三係上新統廣泛出露於井田溝穀中，含水層為砂礫岩，民井出水量小於10t/d。水質屬HCO3- Na型。
三、井田地下水的補徑排條件
井田奧陶係灰岩水屬區域岩溶水的徑流區，岩溶水流經井田向南排出邊界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄區較近，水力坡度小。
石炭係和二疊係灰岩、砂岩裂隙含水層在裸露區接受大氣降水補給後，沿岩層傾斜方向運移，上部石盒子組含水層中以泉的形式排泄，下部含水層中水則順岩層傾向運移，流出井田外，礦坑排水是其主要排泄途徑。
四、井田主要隔水層
(一)山西組隔水層
山西組5號煤以下至太原組L5灰岩之間是以泥岩為主，砂、泥岩互層的一套地層，厚度13.00m左右，連續穩定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可視為山西組與太原組之間良好的隔水層。
(二)本溪組隔水層
本溪組平均厚35.33m，岩性主要為泥岩、鋁土岩、粉砂岩和砂岩，該組有時夾薄層石灰岩或薄煤層，其中泥質岩隔水性能好，在區域內穩定，是良好的隔水層。
第三章 水倉布置及支護說明
第一節 水倉布置
該水倉位於換裝硐室10#煤層段,巷道均為半圓型斷麵，淨寬為3.0m,淨高為2.9m，淨斷麵為8.08m2。該水倉開口處71°34′夾角轉彎至90°，長度7.6 m。在巷道右幫擴大巷道斷麵2.4 m，長度8.4 m，縮小斷麵，開副水倉，主副水倉夾角為30°，平送(主水倉為12.487 m，副水倉為8.354 m)，開始變坡，坡度20°下山(主水倉為11.482 m，副水倉為11.281 m)，平送4 m，開始轉彎(主水倉夾角為90°，長度14.137 m，如圖1;副水倉為60°，長度為9.425 m，如圖2)，平送(主水倉長度為56.599 m，副水倉長度為36.515 m)，轉彎(主水倉夾角均為90°，長度均為14.137 m，如圖3;副水倉夾角均為90°，長度均為14.137 m，如圖4)，平送(主水倉為16.2 m，副水倉為4.2 m)，縮小斷麵(寬1.7 m，高1.7m，長度3 m的半圓型巷道)
每次以12°轉彎掘進，逐次增加到90°(如圖所示)
第二節 礦壓觀測
一. 觀測對象
水倉槽掘進巷道。
二. 觀測內容
巷道頂板離層量(下降);底板相對移近量(底鼓);兩幫相對移近量(片幫)等。
三. 觀測方法
測點布置：正常頂、兩幫移近量觀測。用鋼尺量，每周觀察一次，觀察基點盡量選在頂板完好無淋水地段，從西回風順槽開口5米起，每40±5m在底板上做一觀察基點。
四. 數據處理
由工隊技術員配合技術科測算，觀察記錄由技術科做03manbetx 判斷，上報分管領導，03manbetx 結果及時反饋到隊裏，從而不斷修改設計補充措施，指導施工。
第三節 支護設計
一、 1、該水倉的主水倉開始平送29.8 m，然後下山，坡度為20°，方位為175°59′14″。副水倉在主水倉送至16.6 m處開口，平送8.354 m，然後下山，坡度為20°，方位為205°59′14″。
巷道斷麵為矩形斷麵，其斷麵麵積為：
毛斷麵：3.3m×3.1m
淨斷麵：3.0m×2.9m
二、 支護方式
(一) 臨時支護
采用吊掛前探支架作為臨時支護，前探梁由15kg/m的兩根鋼軌製作，長度不小於4m, 間距不大於1.2m，用金屬錨杆和吊環固定，吊環形式為倒梯形，每根前探梁不少於2個吊環。吊環用配套的錨杆螺母固定，所用樹脂錨估劑不少於2根，錨固力不小於50kN。
前探梁必須及時跟頭，其最大控頂距離為2.0m，前探梁上用2塊規格為(長×寬×厚)=1500mm×200 mm×150 mm 半圓半圓木和木櫞杆接頂 。
(二)永久支護
該工程為錨杆支護。
按懸吊理論計算錨杆參數
1、錨杆長度計算：
L=KH+L1+L2
式中L—錨杆長度，m;
K—安全係數，一般K=2;
H —冒落頂高度，m;
L1—錨杆錨入穩定岩石的深度，一般按0.5m;
L2—錨杆在巷道中的外漏長度，一般取0.1 m。
其中：H=B/2f=2.4/2×3=0.4
式中 ：B—巷道開拓寬度，取2.4 m;
F—岩石堅固性係數，取4。
則： L=2×.0.4+0.5+0.1=1.4 m.
2錨杆間排距計算，間排距相等：
a=〔Q/KHr(1.4～1.8)〕1/2
式中 a—錨杆間排距，m;
Q —錨杆設計錨固力，50KN/根
H—冒落拱高度，m;
R—被懸吊岩石的密度，取25KN/m3;
K—安全係數，取K=2。
a=1.584 m
通過以上計算，選用直徑18的圓鋼錨杆1.8m,錨杆間排距為0.8 m。在支護中，當圍岩穩定性較好時，錨杆的間排距為800mm，當圍岩穩定性較差時錨杆的 間排距縮小為600mm。
a) 錨杆支護質量要求
1. 巷道淨寬、淨高允許誤差為0—+150 ;
2. 錨杆間排句0.8m×0.8m，允許誤差為±100 mm;
3. 錨杆方向垂直於岩石麵，最小不小於75°;
4. 錨杆托板緊貼岩壁，不得鬆動;
5. 錨杆為露不得超過50mm;
6. 錨固力不得低於50KN;
第四節 支護工藝
一、支護材料
1、錨杆及錨固劑：錨杆采用直徑18mm的金屬錨杆，長度為1.8 m, 。每根錨杆使用一根樹脂錨固劑。錨杆的外漏長度為30—50 mm,托片由厚12mm, 直徑為100mm的圓形鋼板製成。樹脂錨固劑的型號為MSCK23/40型。
二、錨杆安裝工藝
1、打錨杆眼：
(1)首先要認真敲幫問頂，及時用長柄工具找到危岩，確認安全後方可進行工作。打眼時必須站在臨時支護下進行作業。
(2)打眼前，要根據中腰線檢查巷道斷麵的規格是否符合設計要求。不符合要求時，必須處理。
(3)打錨杆眼使用錨杆機、風鑽打眼，錨杆機鑽頭直徑為27 mm;風鑽鑽頭直徑為32mm.使用錨杆機打眼時要先送水、後送風，停錨杆機時要先停風、後停水。
(4)打眼深度為1.75m，錨杆外露長度小於50 mm，與岩壁盡量垂直，夾角不小於75°。打完眼後，要用壓風把眼內的集水、岩粉法理幹淨。
2.安裝錨杆：
(1)裝樹脂藥卷前，先用錨杆插入孔內試探錨杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不夠時，應重新打眼達到要求為止。
(2)安裝錨杆時，先把樹脂藥卷按規定的數量裝入眼內，隨後插入錨杆。此時，安好連接套，插入風錨機，啟動風錨機使之旋轉，慢慢推進到眼底，攪拌20s，停鑽，卸下風錨機，待5min後方可卸下聯接套。20min後，上好托板，將螺母用氣扳機擰緊。
(3)錨杆的托板要緊貼岩壁，如岩壁不平時，先用手鎬找平，再安裝錨杆。
(4)錨杆的錨固力不得低於50kN/根。
第四章 施工工藝
第一節 施工方法
采用炮掘施工方法，打眼時要按炮眼布置方法執行(見爆破說明書和炮眼布置圖)
第二節 鑿煤(岩)方式
1、 本01manbetx 所有巷道均采用打眼放炮的掘進方法進行掘進。
2、 打眼使用風鑽進行打眼，安注錨杆使用錨杆機進行。
掘進工藝：打掏槽眼——裝藥聯線——放炮通風——打其它眼——裝藥、聯線——放炮通風出煤——支護、周而複始。
第三節 爆破作業
一、爆破材料：
a.爆破及有關器材、煤電鑽、煤礦許用炸藥、煤礦許用瞬發電雷管，1.8米鑽釺，礦用MFB—100發爆器，放炮線采用絕緣良好雙線，聯線方式為串聯。
b.炮眼直徑:炮眼直徑確正為23-26cm。
c.炮眼深度：所有炮眼，眼深1.5米。
二、工作麵炮眼布置法：
分三次放炮，第一次先在中下部煤層布置雙排眼進行掏槽，炮眼個數4個，間距100cm,每眼裝藥量為0.5公斤，水平楔形布置;等炮煙吹散及檢查瓦斯後，第二次爆破輔助眼，采用瞬發電雷管起爆，每眼裝藥為0.4公斤,間距60cm。成水平垂直布置;第三次，爆破周邊眼裝藥為0.3公斤，爆破先後次序見附圖。、
第四節 管線及軌道敷設
在掘進施工中，所敷設的電纜、供水和排水管路，供風管路、風筒等均應按斷麵圖中規定位置，吊掛牢固整齊。
風水管路接頭要嚴密，不得漏風漏水。供風和排水管路使用2寸鐵管。供水管路使用1寸鐵管。距工作麵20m範圍內使用1寸膠管。
風筒使用直徑800的軟膠風筒，逢環必掛且不得漏風。風筒口距工作麵的距離不得超過5m。
安設設備的巷道單軌鋪設，軌道至人行道一側不小於0.8m，軌道外緣距兩幫設備及風水管路間距不小於500mm，要求鋪設平直、扣件齊全、堅固有效，接頭間隙不超過10mm，內錯差不超過5mm，道枕間距不大於1mm，並且軌枕必須墊實。
不同軌型要集中鋪設，嚴禁不同軌型鋼軌混用。
運輸沿線及上、下平車場要保持清潔無異物，並且要保證道岔使用靈活可靠。
第五章 生產係統
第一節 通風
施工過程中采用壓入式通風方式，局部通風機安設在主斜井距開口處10m以外新鮮風流中。最長供風距離為300m。
一、掘進工作麵的風量計算：
（1）按照瓦斯湧出量計算：
Q掘=100×q掘×K掘進=29.9m3/min
式中：Q掘——單個掘進工作麵實際需要風量29.9m3/min；
100—單位瓦斯湧出配風量，以回風流瓦斯濃度不超過1%的換算值。
q掘——掘進工作麵回風流中瓦斯（或ＣＯ２）的絕對湧出量，0.23 m3/min；
K掘進——瓦斯湧出不均衡係數為1.3。
（2）按炸藥量計算：
Q=25×A=25×4.4=110 m3/min
式中25—每1kg炸藥爆炸不得底於25 m3 的配風量；
A—掘進工作麵一次爆破的最大炸藥用量，此處規定為4.4kg。
（3）按人數計算：
Q=4×n=4x8=32 m3/min
式中4—每人每分鍾不低於4 m3的配風量。
N—掘進工作麵同時工作的最多人數。
（2）按局部通風機實際吸風量計算：
Q=Q局×I=150×2=300 m3/min
式中Q局—掘進工作麵局部通風機的實際吸風量，m3/min，選用FBD№5.6／2×11KW型局部通風機風量300—420m3／min，全壓160—3200pa，轉速2390r／min,整機額定功率為22kw。.兩台同等型號一台運轉、一台備用。
I—掘進工作麵同時通風的局部通風機台數為2台。
所以掘進工作麵實際需要風量取以上計算最大值300 m3/min。
二、掘進工作麵風量驗算
1、按最低風速驗算：
煤巷掘進工作麵最低風量為：
Q煤≥q.s煤=8.75×0.25×60=131.25 m3/min
式中 q—按煤巷掘進工作麵最低風速的換算係數，取15
s煤 —掘進斷麵積9.05m2
2、按最高風速驗算：
煤巷的掘進工作麵最高風量：
Q煤≤q.s煤=9.05×4×60=2172 m3/min
式中 q—按煤巷掘進工作麵最高風速的換算係數，取240
s煤 —掘進斷麵積9.05m2
3按掘進工作麵溫度和炸藥量驗算：
溫度為25℃、炸藥在5 kg以下時風量為60 m3/min。
4、按有害氣體濃度計算：
回風流中瓦斯或二氧化碳濃度不得超過1%，即
Q=P瓦/Q掘≤1%
式中Q—掘進工作麵需風量，m3/min;
P瓦—瓦斯絕對湧出量，m3/min。
則 Q掘≥P瓦/1%=0.08/0.01=8 m3/min
掘進工作麵需風量150 m3/min滿足以上4個條件，所以選用DBKJ№6.3/2×30KW風機。
三、局部通風機安裝地點
安裝局部通風機的地點設在主斜井井筒內，此處全風壓風量大於局部通風機吸風量，且可以保證局部通風機吸入口至掘進工作麵回風口隻間的最低風速。
第二節 壓風
我礦現使用空氣壓縮機壓風,通過159mm無縫鋼管(主管)沿主斜井鋪設至井底車場,然後采用3寸無縫鋼管(支管)送至工作麵。空壓機型號:GS132—10 管徑:Φ=159mm (主管)和Φ=3寸(支管)。
附圖：壓風係統示意圖
第三節 瓦斯防治
1.必須配備經過有關部門專業培訓，經過考試合格的瓦斯員。
2.專責瓦斯檢查員，必須嚴格執行“一炮三檢”和三人聯鎖放炮製度。
3.掘進迎頭和回風流中，瓦斯濃度達到1%時，必須停止打眼。放炮地點附近20m以內風流中的瓦斯達到1%時，嚴禁裝藥放炮，瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出人員，切斷電源進行處理，電氣設備開關地點附近20m內風流中瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止運轉，必須在瓦斯濃度降到1%以下時，方可人工複電。
4.臨時停工地點，嚴禁停風，掘進巷道因臨時停電或者其它原因使局扇停止運轉，必須把施工人員撤到安全地點(地麵)，並打臨時柵欄，設置警標，在恢複通風前，首先必須檢查，局部通風機及其開關地點附近10m範圍內，瓦斯濃度不超過O.5%時，方可人工開動局部風機，恢複正常通風。如果停風區內，瓦斯濃度超過1%或二氧化碳濃度超過1.5%時，必須嚴格按照排放瓦斯或二氧化碳，二氧化碳濃度超過 1.5%，必須嚴格按照瓦斯或二氧化碳的三級管理製度進行排放。控製風流使排放的風流在同全風壓風流混合的瓦斯和二氧化碳濃度不得超過1.5%。
5.我礦是低瓦斯礦井，嚴格按照高瓦斯礦井管理。
第四節 綜合防塵
防塵水源：水源來自處理後的井下排水，由地麵靜壓水池供水。
自地麵靜壓水池→主斜井→工作麵。分別用1寸無縫鋼管送到回采工作麵和掘進工作麵。在運輸大巷每50m安 設一個三通，安設水幕。在回風巷每100安設一個三通，安設水幕。在工作麵各裝載點和皮帶個轉載點安設噴霧。
采用濕式打眼、使用水炮泥、爆破噴霧、裝岩灑水、衝刷巷道、淨化風流等綜合防塵措施。
第五節 防滅火
該工程均采用濕式打眼，錨杆支護，爆破噴霧降塵，該工程相鄰煤層無自然發火傾向和火區，防火重點是電纜、機械摩擦火花和人為火花。工作麵備有沙子和幹粉滅火器，可直接滅火。防火水源來自地麵靜壓水池→主斜井井→工作麵，經一寸管路接到工作麵。
第六節 安全監控
我礦四大監控係統全部安裝，瓦斯監控係統、人員定位監控係統、產量監控係統、視頻監控係統運行正常，並已聯網。
一、 瓦斯監控係統
1、 便攜式甲烷報警儀的配備和使用
礦管理人員、技術員、爆破工、班組長、排水工和流動電鉗工等下井都必須攜帶甲烷報警儀，對所經過的路線和地點隨時進行瓦斯檢查。
瓦斯員用光學瓦檢儀和放炮員用便攜式甲烷報警儀每次放炮時進行“一炮三檢”工作，並做好 記錄;班組長應把常報警儀懸掛在掘進工作麵5m範圍內無風筒一側，隨時對工作地點瓦斯進行檢查;電鉗工在檢修地點附近20m範圍內檢查甲烷氣體濃度，有報警時必須停止作業，進行處理。
2、 甲烷傳感器的配備和使用
十順槽和十一順槽兩個掘進工作麵采用捂順煤礦KGJ10型甲烷傳感器，通過監控分站與KJ80安全監控係統相連。進風流甲烷傳感器距工作麵不得大於5 m，並且應有防炮蹦的措施;回風流傳感器距回風口10m處。具體布置在巷道，垂直懸掛，距頂板不得大於30cm,距巷道幫不得小於20 cm，且該處巷道頂板要堅固、無淋水，不得懸掛在風筒出口。
按照《煤礦安全01manbetx 》規定，報警濃度設為1%，斷電濃度設為1.5%，複電濃度設為小於1%。斷電範圍為掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。
安全監控設備必須定期進行調試、校正，每月至少一次。甲烷傳感器、每7天必須使用校準氣樣和空氣樣調校一次，每7天必須對甲烷超限斷電功能進行測試。安全監控係統發生故障時，必須及時處理，在故障處理期間必須有安全措施。
必須每天檢查安全監控設備和電纜是否正常，使用便攜式甲烷檢查報警儀或光學甲烷檢測儀與甲烷傳感器進行對照，並將記錄和檢查結果報監控值班室;當兩者讀數誤差大於允許誤差時，先以讀數較大者為依據，采取安全措施並必須在8小時內對兩種設備調校完畢。
第七節 供電
礦井供電采用深井供電係統，電源電壓為10KV，采掘機械為1140V，井下動力(包括局扇)為660V，照明及信號為127V，遠控按鈕電壓為36V，井下主要以礦用隔爆型電氣設備為主、有部分設備為礦用本安型，主電纜選擇：MYPTJ3×35+3×16 (800m)局扇專用MY3×25+1×16控製電纜為4mm2，井下現有負荷為530.9KW，其中包括綜掘機為225KW。
該工作麵掘進施工中，電源來自主斜井地麵配電室。礦井采用兩回路660V電壓入井。
第八節 排水
本礦井湧水量不大，日平均湧量為280m³，井下有部分掘進工作麵掘進時若有淋水現象，屆時掘臨時水窩,采用小型礦用泵抽至主水倉，然後再由主水泵抽至地麵，兩台主水泵型號均為D25—30×7 型流量25m3/h 揚程150米 功率30KW，一台運轉，一台備用。排水管規格：三寸無縫鋼管。
排水係統：
工作麵積水→臨時水倉→運輸大巷水溝→副井底水倉→地麵。
第九節 運輸係統
運料係統：主斜井→10#煤上倉聯絡巷→工作麵
運煤係統：工作麵→10#煤上倉聯絡巷→進風大巷→煤庫→副斜井→地麵
第十節 照明、通信和信號
工作麵安有電話，能夠直接與調度室、主斜井底、副井底，地麵絞車房、檢身室、地麵配電室、礦領導辦公室和有關科室直接聯係。
第六章 勞動組織及主要技術經濟指標
第一節 勞動組織
一、 掘進作業方式
一、 出勤率
出勤率85%。
第二節 循環作業
1、 合理安排各道工序，進行平行交叉作業。
2、 打亂正規循環作業的補救措施
提高效率，縮短循環時間，趕上正規循環作業;適當調整能夠循環進度，力爭在本班內搶回，在正規循環後再恢複正常循環進度;組織力量突擊，適當增加人員、設備，確保正規循環;本班內搶回循環有困難，可為下班多做一些準備工作，保證下班順利完成循環。
第七章安全技術措施
第一節 一通三防
一、通風
1. 局部通風機必須由指定專人負責管理,保證局部通風機正常運行,其他人員不得隨意停開。
2. 風筒要用抗靜電，阻燃風筒。風筒吊掛無脫節，無破口，礦車和支架不得摩擦擠壓風筒，風筒口距工作麵不大於10m，以保證有足夠的風量。
3. 管理好本工作麵調節風門，風窗等措施，不準隨意同時打開風門和挪開風窗位置，並保護瓦斯牌板。
4. 局部通風機要長時運轉，無論工作，不工作或交接班都不得停止運轉。局部通風機不開時，要把人員撤進風巷內，並在巷道門口位置設置“嚴禁人員入內”的警戒牌，工作麵禁止爆破。自動停電時，要搞撤出人員，待查明原因，確認安全後再啟動。
5. 使用局部通風機的掘進工作麵，不得停風;因檢修，停電等大地原因停風時，必須撤出人員，切斷電源。恢複通風前，必須檢查瓦斯。隻有局部通風機及其開頭附近10m以內風流中的瓦斯濃度，都不超過0.5%，方可人工開啟局部通風機。
6. 局部通風機必須使風電閉鎖，使用裝有選擇性漏電保護裝置的供電線路，供電或與采煤工作麵分開供電。
7. 局部通風機因故停止運轉，在恢複通風前，須首先檢查瓦斯，隻有停風區中最高瓦斯濃度不超過1.0%和最高二氧化碳不超過1.5%時,並且符合《煤礦安全管理》開啟局部通風機條件時方可人工開啟局部通風機，恢複正常通風。
8. 瓦斯異常湧出預兆：工作麵瓦斯忽高忽低，溫度驟降，煤壁發涼;遇地質構造或圍岩，鬆散區，瓦斯異常湧出;煤層發出“絲絲”的鞭炮聲;頂板來壓;人感到發昏。
遇到上述情況，必須加強通風，停止工作進行處理，等瓦斯濃度降到1%以下並穩定時，再進行工作。若情況危急，及時撤離危險區。
一、 防塵管理
1. 巷內必須建立完善的防塵灑水，管路，安設2寸靜壓水管。
2. 煤流轉載點安設自動噴霧灑水裝置，噴霧必須全部覆蓋煤流。
3. 巷內安設淨化水幕，固定水幕在距回風口繞道50m處，水幕覆蓋全斷麵，水幕的長度不得小於巷寬的90%，水幕距頂板不得大於0.3m。
4. 打眼必須堅持濕式打眼，嚴禁幹打眼。
5. 煤塵堆積厚度不得超標(即厚度達到2mm)，全月每周對全巷進行一次煤塵衝洗，清掃工作，連同巷內浮煤定期清運。
6. 刮板輸送機與帶式輸送機的轉載落差均不得超過0.5m，否則應安裝適合的煤流導向板。
7. 防塵設施，設備指定專人管理，不得隨意拆除。
三.防火管理
1.井下輸送機用阻燃膠帶。
2.巷內浮煤定期清掃，煤塵定期衝洗。
3.電氣著火，首先切斷電源，然後進行處理，並向調度室，隊值班人員作詳細彙報。
4.井下使用過的棉紗布頭、潤滑油、紙等，必須存放在善嚴的鐵桶內，並由專人當班運出。
5.嚴禁明火作業，嚴禁電氣失爆。
6.嚴禁火種入井，嚴禁使用燈炮取暖。
7.用靜壓水管作消防水管。
8.在易摩擦，撞擊產生火花的地方灑水降溫。
9.各部膠帶頭配備兩2隻合格的滅火器，1把消防鍬和0.2m3的滅火器必須放置在架子內，吊掛在離帶式輸送機器5M便於取用的地方。消防鍬及滅火器不得移做他用。
第二節 頂板管理
1. 開工前，必須嚴格執行“四位一體”的安全檢查製度和嚴格的“敲幫問頂”製度，用長柄工具在安全地點，將頂幫的活矸、聾煤、馬棚、片幫、傘簷等一切不安全隱患處理掉，確保安全後，方可開工。
2. 掘進工作麵嚴禁空頂作業。靠近工作麵10m內的支護在爆破前必須檢查，無問題時方可作業。
3. 找頂工作必須遵守下列規定：
(1) 找頂工作應由2名以上有經驗的老工人擔任，1人找頂，1人觀察頂板。找頂人員要站在安全地點，觀頂人員要站在找頂人員的斜後方，不得影響找頂人員的退路。找頂前要看好退路。
(2) 找頂要從支護完整處由外向裏先頂後幫依次進行，找頂範圍內嚴禁人員進入。
(3) 找頂工作人員應戴手套，用長柄工具。注意防止矸石順杆而下傷人。
(4) 頂幫遇到大塊矸石可較大麵積離層時，應首先設置臨時支護，保證安全後再由外向裏慢慢找下，不得強刨強挖。
4. 每次放炮後，工作麵工作人員要等炮煙吹淨後，由爆破工，瓦斯員和班組長首先到工作麵檢查爆破地點的通風、瓦斯、拒爆、殘爆等情況，並由外向裏檢查頂板情況，然後方可在前探支護下進行敲幫問工作。
5. 爆破後，要及時使用前探支護，並用木楔加緊，然後用板梁、椽杆和木楔著頂前探支護距離不大於2m。
6. 當巷道開口不能正常使用前探支護時，要用3~4根直徑不少於20mm的優質圓木作為點柱進行臨時支護。點柱要均勻布置在空頂區內，支柱上端要帶一長度不小於1.2m 的木帽.並用楔子加緊。掘進長度超過4m時，及時采用前探支架作為臨時支護。
7. 各中部車場石門在穿過煤層時，要遵守下列規定：
(1) 要邊探煤邊掘進，即石門開口後，先垂直於頂板打探煤孔，探孔深度7m。每探7m向前掘進9m，邊探邊掘，以保證巷道頂板距煤層底板的2.5m的岩柱。
(2) 接近煤層後，要打淺眼，少裝藥，放小炮。眼深不超過1m;每眼裝藥量不得超過2卷;每次放炮不得超過2個。
(3) 掘進時，支護必須跟頭。
(4) 進入煤層後，落煤方法必須使用手鎬刨上部煤。
(5) 背幫頂要使用水泥背板。
第三節 爆破
1. 爆破工要由經過專門培訓學習，必須由專職爆破員擔任，持有合格證的人員擔任。必須嚴格執行“一炮三檢製”和“三人連鎖製度”。
2. 爆破工領取炸藥，雷管時，必須對號領取使用，禁止混用。
3. 從成束的電雷管中抽取單個電雷管時，不得手拉腳線，硬拽腳線，應將成束的電雷管順好，拉住前端腳線將電雷管抽出。抽出單個電雷管後，必須將腳線扭結成短路。
4. 裝配起爆藥卷時，必須遵守下列規定：
(1) 必須在頂板完好，支護完整，避開電氣設備和導電物體。爆破工作地點附近進行。嚴禁坐在爆炸材料箱子上裝配起爆藥卷。裝配起爆藥卷數量以當地當時需要數量為限。
(2) 裝配起爆藥卷，必須防止電雷管受震動，衝擊，折斷腳線和損壞腳線絕緣層。
(3) 電雷管插入藥卷頂部裝入，嚴禁用電雷管代替竹、木棍紮
第四節 防治水
1、 探放水要嚴格執行《煤礦安全規程》第二百八十五條—第二百九十四條的規定。
2、 嚴格執行“有疑必探，先探後掘”的原則。
3、 探巷期間，若鑽孔有水流出，不準將鑽杆拔出，用木楔將鑽杆與探眼加緊，停止工作，撤出人員，立即彙報礦調度室。
4、 掘進及探巷時，發現探眼中有水滲出、煤壁掛紅、掛汗、空氣變冷、頂板來壓、出現霧氣、水叫、頂板淋頭水加大、底板鼓起或產生裂隙滲水、水色發渾、有臭味等突水預兆時，必須立即停止工作、采取措施，撤出工作麵所有受水害威脅的人員，及時彙報礦調度室。
第五節 運輸
一、 刮板輸送機運輸
1、 司機必須經過專業培訓，考試合格，並取得操作資格證後，方可上崗。
2、 嚴格執行刮板輸送機司機01manbetx 的有關規定。
3、 刮板輸送機的機頭、機尾必須打好壓柱。
4、 嚴格執行操作標準，堅守工作崗位，注意力集中，開機時不得正對機頭，司機必須站在人行側，同時要注意來往車輛。如有車輛運輸時，刮板輸送機司機必須停機撤到安全地點，等車輛安全通過並關閉一切運輸安全設施後方可開機。
5、 堅守工作崗位，注意力集中，隨時停機處理刮板輸送機中拉出的雜物、大塊矸石和大於500mm的大塊炭。
6、 刮板輸送機信號必須齊全、靈敏、可靠、無信號或信號不清嚴禁開機。
7、 嚴禁蹬踩運行中的刮板輸送機。嚴禁用刮板輸送機運送材料。
8、 處理刮板輸送機之處必須設置過橋。
9、 跨越刮板輸送機之處必須設置過橋。
10、 刮板輸送機幫嚴禁堆放任何材料。
二、 帶式輸送機運輸
1、 司機必須經過專業培訓，考試合格並在取得合格證後，方可持證上崗。
2、 嚴格執行集團公司“巷道掘進01manbetx ”中膠帶輸送機司機操作中有關規定。
3、 帶式輸送機機關(尾)處設置不少於2個滅火器及灑沙工具。
4、 機關、機尾必須安裝往返聲光電鈴信號，且保證清晰可靠。
5、 帶式輸送機機頭、機尾以及膠帶底部的浮煤必須清理幹淨，嚴禁在膠帶運行中掏帶式輸送機機並頭、機尾的回煤。
6、 帶式輸送機司機嚴格執行操作標準，堅守工作崗位，注意力集中，開機時不得正對機頭，司機必須站在人行側，同時要注意來往車輛。如有車輛運輸時，帶式輸送司機必須停機撤到安全地點，等車輛安全通過並關閉一切運輸安全設施後方可開機。開機要做到點動啟動。
7、 跨越輸送帶之處必須設置過橋。
8、 帶式輸送司機堅守工作崗位，注意力集中，無信號或信號不清嚴禁開機。
9、 帶式輸送機機頭前後兩端各20m範圍內，都必須用不燃性材料支護。
10、 輸送帶幫及輸送帶下嚴禁堆放任何材料。
第六節 機電
1、 井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修和搬遷前，必須切斷電源，檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度底於1.0%時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢查;檢查無電後，方可進行導體對地放電。控製設備內部安有放電裝置的不受此限。開關把手在在切斷電源時必須閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”字樣的警示牌。隻有執行這項工作的人員才能取下此牌送電。
2、 操作井下電器設備應遵守下列規定：
(1) 非專職人員不得擅自操作電器設備。
(2) 手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好的絕緣。
3、 容易碰到的帶電體及機械外露的轉動部分必須加裝護罩或遮攔等防護設施。
4、 電氣設備不應超過額定值運行，防暴電氣設備入井前，，應檢查其“產品合格證”、“防暴合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”及安全性能;檢查合格簽發合格證後，方可入井。
5、 電纜不應懸掛在風筒或水管上，不得遭受淋水。電纜上嚴禁懸掛任何東西。電纜與壓風管、供水管在巷道同一側敷設時必須敷設在管子上方，並保持0.3m的距離。
6、 電纜的連接應符合下列規定：
(1) 電纜與電氣設備的連接，其芯線必須使用齒行壓線板或線鼻子與電氣設備進行連接。
(2) 不同型電纜之間嚴禁直接連接，必須經過符合要求的接線盒進行連接。
(3) 在地麵修補的電纜必須經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。
(4) 3台以上的電氣設備必須設置局部接地極。
7、 井下防暴電氣設備的運行、維修和修理，必須符合防暴性能的各項技術要求。防暴性能遭受破壞的電氣設備，必須立即處理或更換，嚴禁繼續使用。
8、 嚴禁甩掉、停用井下各種電氣保護。
9、 電氣設備的防暴外殼應清潔、完整無損並有清晰的防暴標誌。有下列情況者為失爆：
(1) 外殼有裂紋、開焊、變形。
(2) 防暴殼內外有鏽皮脫落。
(3) 閉鎖裝置不全、變形損壞，起不到機械閉鎖作用。
(4) 隔爆室的觀察孔的透明板鬆動、破裂或使用普通玻璃。
(5) 防爆電機接線盒內缺隔爆絕緣座。
10、 工作麵電器設備要加強管理和維修、爆破時要撤出20 m 以外。
11、 電氣設備必須使用綜合保護開關、風電閉鎖等安全保護裝置。
12、 各低壓操作係統信號都必須使用防暴按紐，嚴禁明電操作。
13、 各機械設備必須定期按時進行注油、檢查、維修，以保證設備良好運行。
14、 井下照明和信號裝置，應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。嚴禁使用明電，明火。
15、 井下所有機電設備必須標有“MA”標誌。
16、 井下過流保護的整定值必須與計算一致，並按規定進行電氣試驗。
17、 嚴格執行停送電製度，停電必須掛牌，工作前進驗電、放電，嚴禁帶電作業。
18、 電修工必須經過專門培訓學習，並經考試合格，持證上崗。
第七節 其他
1、巷道內無雜物、浮矸、無積水;各種材料工具要分類掛牌，擺放整齊。
2、開工前班組長開好班前會，詳細布置各項具體安全、質量、技術要求，要做到責任到人各負其責。收工後，將各項具體工作詳細交代給下一個班組。否則，追究上一個班組的責任。
3、在施工過程中，加強施工質量檢查，發現問題要立即采取措施整改，不留隱患，確保工程質量符合驗收規範和要求。
第八章 災害應急措施及避災路線
一、災害防治措施
(一)防治瓦斯02manbetx.com 措施
1、嚴格瓦斯檢查製度。瓦斯員每班至少2次到工作麵檢查瓦斯，及時了解工作麵有害氣體狀況，並做到“一炮三檢”。班組長利用便攜式甲烷檢查報警儀檢查瓦斯濃度。充分發揮瓦斯監控係統的作用，瓦斯傳感器懸掛在工作麵5 m處。嚴禁瓦斯超限作業。
2、掘進工作麵風流中瓦斯濃度達到1%時，必須停止使用電鑽打眼;爆破地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1%時，嚴禁爆破;工作麵風流中的瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止作業，撤出人員，切斷電流，進行處理 ;電動機或開關地點附近20以內風流中瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止作業撤出人員，切斷電流，進行處理 ;掘進工作麵內，體積大於0.5m3內積聚的瓦斯濃度達到2%時，附近20m內必須停止作業，撤出人員，切斷電流，進行處理。
3、嚴格執行炮眼布置、裝藥量、炮眼裝填的規定。
4、對發生高冒地點，要及時采取充填和導風措施，防止有害氣體積聚，並將處理結果記入專用記錄本中備查。
5、掘進工作麵供電設備嚴禁失爆，杜絕一切明火。
6、掘進工作麵供風實行“三專兩閉鎖”。
(二)防治自然發火措施
1、掘進巷道積塵要及時清除。
2、健全、完善防火管路係統(與防塵共用)，管好用好工作麵防火管路、裝備及設施。
3、完善檢查措施，瓦斯員要經常檢查巷道內的 CO、CO2氣體的濃度及溫度情況。發現異常，必須彙報礦調度室。
(三)防治火災02manbetx.com 措施
1、井上下消防材料庫，要備足消防器材。
2、帶式輸送機必須采用阻燃性輸送帶，並采用防跑偏、防堆煤、防滿倉措施，以防止長時間摩擦輸送帶起火。
3、工作麵嚴禁存放煤油、汽油、柴油等易燃物品。擦洗設備的棉沙、布頭用後必須裝入鐵桶回收到地麵，禁止隨意丟放。
4、電器設備必須有過載、短路保護裝置。電器設備著火時必須先切斷電源，再進行滅火。未切斷電源前，隻允許用不導電的材料進行滅火。油脂著火時用幹粉或黃沙滅火，不得直接用水滅火。
5、安全監空係統除安設CH4傳感器外，還必須按作業規程規定安設CO傳感器。並保證傳感器準確、靈敏、可靠。
(四)防治水的措施
1、巷道水溝整齊合格，將工作麵積水排出。
2、工作麵出現掛紅、掛汗、空氣變冷、霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂板來壓、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、水色發渾、有臭味等突水預兆時，必須停止作業，采取措施，立即報告調度室發出警報，撤出所有受水害威脅地點的人員。
3、堅持“有疑必探、先探後掘，不治不掘，治不好不掘”的原則。
(五)防治冒頂02manbetx.com 措施
1、經常檢查巷道內頂幫及支護情況，發現問題及時處理;不能立即處理，必須將人員撤至安全地點，彙報礦調度室，不安全地帶嚴禁進入。
2、巷道一旦跨落出路被堵，未堵人員要及時向礦調度室彙報，並積極進行搶救。
3、在進行搶救時，要安排有經驗的老工人監視頂板變化情況，避免搶救人員受傷;搶救時，由外向裏進行，搶救時必須支設臨時支護。
(六)防治運輸提升02manbetx.com 的措施
1、加強絞車司機的業務學習和培訓，經考試合格，持證上崗。
2、加強對提升係統各保護裝置的檢查維護工作，確保其安全可靠，完好工作。
3、堅決執行《煤礦01manbetx 》的有關規定，嚴格按01manbetx 作業。
二、災害應急措施
1、發生水害事故的搶救措施。
(1)施工地點人員迅速向調度室彙報災情，彙報內容包括水害地點、水量大小、發生時間。
(2)調度室接到水害彙報後，立即向值班領導、礦長、總工等有關領導彙報，成立救災指揮部，組織搶險救災，營救遇險人員。
(3)井下發生水害地點的現場跟班區隊長、安監員是水情彙報的第一責任者，應迅速組織人力、物力進行救災，救災失敗時，凡受到災害威脅的所有地區的人員都必須在本班班長的帶領下撤出危險區域。
2、發生火災事故的搶救措施。
(1)火災初期，應積極組織人力、物力控製火勢，直接滅火失效時，應采取隔離滅火法控製火區。
(2)將排放水管路、壓風管路改為消防管路。
(3)迅速查明災情並組織人員撤出災區和受威脅區域，積極組織救護隊搶救遇難人員。如果在撤退過程中遇到爆炸衝擊波與火焰襲來時，應背向衝擊波俯臥在底板或水溝內。遇到無法撤退、通路因冒頂堵塞或瓦斯湧出量大、有害氣體濃度大而又無法自救時，應迅速躲進避難硐室或臨時構築避難所等待營救。
(4)查明火災地點、範圍和發火原因，並采取防止風流紊亂、火煙侵襲、蔓延等措施，防止火災向有人員的巷道蔓延，同時切斷火區電源。
3、發生瓦斯爆炸、煤塵爆炸事故的搶救措施。
(1)迅速組織撤離災區和受威脅區域的人員，搶救遇難人員。
(2)組織礦山救護隊探明事故地點、範圍和氣體成分，發現火源立即撲滅，並切斷電源。
(3)在證實無二次爆炸可能時，應迅速恢複被破壞的巷道和通防設施，恢複正常通風，排除煙霧，清理巷道。
4、發生頂板冒落事故的搶救措施。
(1)迅速查出冒頂區範圍和被埋住、堵塞人數及位置，積極組織搶救。
(2)積極恢複冒頂區的正常通風，如短時間內不能恢複，可利用水管、壓風管等設施對被埋壓、堵塞人員輸送新鮮空氣。
(3)在處理事故時，必須始終堅持由外向裏加強支護，防止二次冒頂，必要時可開掘通向遇難人員的專用巷道。
(4)遇有大塊矸石威脅遇難人員時，可使用千斤頂等工具移動石塊，但應盡量避免破壞冒落矸石的堆積狀態。
(5)在處理事故過程中，要及時檢查事故發生地點的有害氣體濃度及風量，防止發生瓦斯爆炸。
三、避災線路
施工地點發生災害後，現場的組隊長和安全檢查人員要立即向礦調度室和礦值班人員彙報，並立即組織人員撤離到安全地點，盡可能采取安全措施，防止事故擴大，減少損失。
5、 避火災路線(瓦斯、煤塵爆炸事故)
工作麵→南輔運→主斜井→地麵、工作麵→副斜井井底車場→副斜井→地麵
6、 避水災路線
工作麵→10#煤上倉聯絡巷→主斜井→地麵
