米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷作业规程
目 录
第一章 概况····································7
第二章 自然地理································8
第三章 地质说明书 ·····························10
第一节 地层 ····································10
第二节 构造 ····································12
第三节 井田水文地质 ·····························16
第四章 巷道布置及支护说明······················20
第一节 巷道布置 ·································20
第二节 支护设计 ·································20
第三节 支护方式 ·································22
第五章 施工工艺································25
第一节 施工方法··································25
第二节 施工工艺 ·································25
第三节 掘进施工设施 ······························25
第四节 临时轨道··································25
第五节 掘进方式 ·································25
第六节 装载与运输 ································27
第六章 通风、瓦斯、防尘和防灭火·················28
第一节 通风管理 ··································28
第二节 防瓦斯 ····································29
第三节 防尘、供水系统 ·····························31
第四节 防灭火系统 ·································31
第七章 供电系统··································32
第八章 通讯系统··································34
第九章 劳动组织、循环图表与主要技术经济指标······35
第一节 劳动组织 ··································35
第二节 作业循环图表 ·······························35
第三节 主要技术经济指标 ····························36
第十章 安全技术组织措施··························36
第一节 顶板管理安全技术措施 ·························36
第二节 打眼、装药，放炮及火工品管理安全技术措施·········37
第三节 过老窑、断层、破碎带冒顶区行特殊地段安全措施····40
第四节 气动锚杆钻机操作安全技术措施 ················41
第五节 施工锚杆 、锚索安全措施······················43
第六节 耙斗机的使用和维护安全措施 ··················43
第七节 喷射混凝土施工安全技术措施 ··················45
第八节 人力推车安全措施····························45
第九节 机车检修、机电设备安全防护安全技术措施 ········45
第十节 自然灾害预防措施····························47
第十一节 现场交接班和工程质量验收制度 ···············49
第十二节 其它 ····································49
第十一章 文明生产管理及质量标准化················49
第一节 文明生产管理 ·······························49
第二节 质量标准化 ··································49
第十二章 工作面避灾路线··························50
第一节 避灾原则 ···································50
第二节 现场自救和互救 ······························50
第三节 避灾 路线·································· 51
第一章、 概 况
1、工程概况：
米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷井口点坐标点X=35499789.197，Y=2921109.133，Z=1055.632,沿317°50′8″(真)方位,坡度+5‰掘进至1000m,巷道设计断面为半圆拱形断面，毛断面为：8.9 m2、净断面为：8.3m2、净宽3米、净高3.1米和起拱线1.6米(巷道底板)。为确保施工安全和工程质量，特编制本措施，施工人员要严格遵照执行并贯彻落实签字。
2、工程名称：米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷。
3、工程量：设计总长约1200米。
4、工期：
预计开工时间：2011年6月1日
预计竣工时间：2012年3月15日
5、工程用途：加快煤矿建设进度，作为措施井首采面底板瓦斯抽放巷用。
6、支护形式：锚网、锚杆、(局部采用锚索)C20砼喷支护。
7、巷道断面：直墙半圆拱，锚杆规格为：锚杆采用Φ20×2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距为800×800mm 。局部采用锚索(￠15.24mm×6300mm)、间排距1800×2400mm，网片采用Φ6.5mm的钢筋焊接而成，网格为100×100mm正方形网格，网片规格为：900×1400mm。(附巷道断面及支护图)。
8、施工准备：施工前先将施工所需的电气设备进行防爆检查确认无失爆现象后方可投入使用;并准备好支护材料，准备好各种运输设备及各种管路、电缆等。
9、编制依据：
二、米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷巷道断面设计图;
三、米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷预想剖面图(依据米箩煤矿筹备处提供的ZK133钻孔制作);
四、米箩煤矿的实际情况;
第二章 自然地理
米箩矿煤矿西部有水柏铁路线通过，距井口直线距离约14km处设有玉舍火车站。井田北部有国铁株六复线经过，输送能力7400万t/a。供本煤矿煤炭外运的铁路还有川黔线、内昆线、连接水柏铁路的南昆线、盘西支线等。
水城至玉舍段公路为二级公路(收费公路)，水城经该线至玉舍乡22km、至本煤矿工业场地52km。水城经贵黄高等级公路至马场桥出口约30km，至本煤矿工业场地约60km。
矿井范围内煤炭是当地群众的主要生活燃料，历年来民间都自挖小窑取煤以用，所以居民点附近老窑遍布，数量较多，开采、停采历史较长，故很多老窑已无法调查。现已调查的老窑仅有99个，大部分为沿煤层倾向掘进的斜井，少数为底板瓦斯抽放巷。多集中分布在1、3、10、16、21、26、831、832等煤层露头区。即浩山至阿德寨一带、倮么至龙就一带以及米箩以南。其它煤层和地方也有少量零星分布。
老窑是在农闲少雨的冬天到次年春天开采，一般不支护，停采后，因雨水垮塌而废弃，故一般长度均不大。一般为8~60米，部分达40~60米，最长的有X1−10、X16−10、X16−11、X26−4、X29−1、X831−2、X831−1老窑，为100米左右。
1、地形地貌
米箩煤矿位于乌蒙山南斜坡地段，属高原中山峡谷地貌，区内地势北西高，南东低，海拔为+1045～+1953.7m之间。井田中部出露三迭系石灰岩，多在两翼靠近煤层露头侧形成悬崖陡壁，其下的飞仙关地层则多为逆向陡坡，煤系地层因易风化冲蚀，多沿地层走向形成沟谷毗连的低凹槽地。煤系底部的玄武岩多呈顺向坡地形。区内沟谷切割较深，多呈“V”字形。
2、河流
区内属珠江流域北盘江水系，一井及周边主要地表水体有巴朗河及其支流金家河和射拉河。巴朗河由一井西北流向南东，最终汇入北盘江。
巴朗河位于一井南西侧，调查时流量0.34m3/s，据收集资料丰水期流量达40.9m3/s，枯水期流量仅0.166 m3/s，在一井内，水位标高一般在1038.1～1076.8m;
金家河位于一井东侧，调查时流量5l m3/s，据收集资料丰水期流量200l m3/s，水位标高在1038.1～1240m;
射拉河位于一井西南侧巴朗河右侧，调查时流量2.0l m3/s，据收集资料丰水期流量100l m3/s，水位标高在1070～1072m。
3、气象
本区属暖温带冬春干燥、夏季湿润型气候，长冬无夏，春秋相连。年平均气温12.3℃，极端最高气温31.6℃，极端最低气温-11.7℃。年平均降水量1223.6mm，多集中于下半年;年平均风速2.5m/s，全年风向以ESE为多，夏季盛行SE风，冬季盛行ESE风。
4、环境
本区属中低山森林区，灌木丛生，无污染源，自然环境良好。 除西川沟有村庄外，人烟稀少，区内无任何工业，主要经济作物为玉米、土豆、豆类等，经济落后。
根据贵州省地震烈度图，本区处于Ⅳ度区，地震动峰值加速度0.05g。
区内无生产煤矿。
5、地震
根据《中国地震动参数区划图》(GB18306-2001)，及建筑抗震设计规范(GB50011-2001)可知,该煤矿所在地区水城县抗震设防烈度为6度，设计基本地震加速度值为0.05g，设计地震分组A.0.21-2(第一组)。
根据井田地质报告提供
米箩煤矿(米箩煤矿巴朗河以北地段的一部分)处于区域性的格目底向斜南西翼东段。区内构造较复杂，次级褶皱发育，岩层总体呈单斜产出，地层倾向30—50°，倾角15—25°。出露地层为下三叠统永宁镇、飞仙关组;上二叠统宣威组、峨眉山玄武岩组。
区域地层见表。
井田范围内出露地层由新到老为：第四系(Q)、中三迭统关岭组(T2g)、下三迭统永宁镇组(T1yo)和飞仙关组(T1f)、上二迭统宣威煤系(P22)和峨眉山玄武岩(P21β)
井田内出露地层由新到老分述如下。
①第四系(Q)：
坡积层：由三叠系的岩石碎块堆积而成，主要分布在倮摩、叉河等地的飞仙关地层与煤系间的变坡处，厚度0～52m。
冲积层：分布于巴朗河河床之中，由多种沉积岩、火成岩的大小不一的卵砾石及亚粘土组成，厚度15m左右。
②三迭系(T)
永宁镇组(T1go)：上部以黄绿色、绿灰色薄层状泥岩为主，夹泥灰岩。 下部以灰色薄～厚层状石灰岩为主，厚度约312m。
飞仙关组(T1f): 上部以紫色薄～中厚层状粉砂岩、粉砂质泥岩为主，厚度约65m。
中部为紫灰色、青灰色薄～中厚层状粉砂岩、加粉砂质泥岩和一层较稳定的细砂岩，厚度约136m。
下部为灰绿色、青灰色薄层状粉砂岩、粉沙质泥岩，厚度约338m。
③二叠系(P)
上二叠统宣威组(P3xw )
顶部为灰色、深灰色薄至中厚层灰岩、燧石灰岩夹泥质粉砂岩，具水平层理、微波状层理，含腕足类及腹足类等动物化石，厚45～60m。
中部为灰、深灰色薄～中厚层状砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩夹粘土岩，岩层理清晰，具波状层理、交错层理，富含腕足类、瓣鳃类等动物化石及丰富的植物化石，厚150～230m。
下部为黄褐、灰白色薄～中层状粉砂质粘土岩夹粉砂岩，薄层或透镜状灰岩岩, 具水平层理、交错层理，富含瓣鳃类、介形虫等动物化石，含大羽羊齿鳞木等植物化石碎片，厚80～150m。
底部为灰褐色、灰白色铝土质凝灰发达地区，含丰富的星散状黄铁矿及鲕状菱铁矿包体，厚6～12m。
在井田内出露良好，分布较广，主要岩性为灰、深灰、灰绿、灰黑及灰白色粘土质粉砂岩，粉砂质粘土岩，钙质粉砂岩，次为黄灰、灰、灰绿色细粒砂岩以及薄层泥质石灰岩，中夹可采与局部可采煤层27层，煤组总厚431～48lm。
经钻探揭露，该组地层厚度为447～522m，一般为460m(见表2-3-1)，属浅海相沉积,地层中煤层(及煤线)较多,共含煤104层(>0.10m者参与统计),煤层厚数十厘米到1～2m,最厚达4m多,总厚度53.51m,含煤系数为11.5%。根据含煤地质特征及煤质特征，将煤系划分为Ⅶ个煤段，一井可采煤层13层，主要可采煤层分布在Ⅰ、Ⅱ煤段，煤层分布比较稳定，工业价值大，为采区主要勘探对象;次为Ⅴ～Ⅶ煤段，煤层稳定性较差，其余煤段含煤性较差(各煤段特征见表)。
上二叠统峨眉山玄武岩组(P3β)
灰绿色，风化后呈灰紫色、浅褐色。裂隙多，节理发育，为煤系地层的直接基底。
井田综合地层柱状见附图。
第二节 构 造
巴朗河沿走向横穿井田中部，天然地构成井田的两个基本构造块断，即河北的单斜区和河南的向斜区。
本区处于区域性的格目底向斜南西翼东段，总体属一单斜构造，主要构造线方向为北西向及北北东向两组。
(1)断层
影响采区煤系地层的断层大小共16条，落差大于30m的有3条，跨越3条勘探线的只有1条(F19)断层，大部分断层只影响一条勘探线。影响较大而对整个采区构造形态起控制作用的构造为： F19、F21、F16断层。地层倾向30～50°，倾角15～25°。总的来说，采区内的断层，走向延伸长度不远，断距不大，规律性不强。
现将米箩勘查区断层状况分述如下(断层特征详见表1-2-3)。
根据断层性质，落差大于30m的断层有F19、F20、F21断层，主要分布在井田南部，并控制着采区内部的主要构造形态。简述如下：
F19断层：是采区内长度和断距最大的一条断层，位于采区南部，东起14勘探线以西40m，沿北西277～308°方向经15、17勘探线至18勘探线以西250m，消失于三叠系地层中。断层走向长1970m，倾向北东30°，倾角55～63°。并分别在15、17、18勘探线上各有一钻孔控制，控制最深达1028m标高，断层线呈弧形平缓弯曲，断层面起伏不大，断距在17勘探线落差为47m，而向两侧逐渐变小。地表及浅部切割Ⅰ、Ⅱ煤段及飞仙关下部地层，在18勘探线附近缺失1～15煤层;深部则影响到Ⅲ煤段，影响最深处的标高为+775m，在ZK173孔缺失16～20煤层。
地表除掩盖部分外，均可追索，并有4条探槽揭露和一个地质点控制。该断层已查明。F19断层特征及控制情况见表1-2-4。
F21断层：位于采区北部，起于19勘探线巴朗河中，沿北西10°方向经19、20勘探线，消失于三叠系飞仙关地层中，是一平直陡角度正断层。断层走向长1300m，倾向南东30°，倾角75°，平均落差为34m，其地表及浅部切割Ⅰ～Ⅲ煤段及飞仙关下部地层，深部影响至Ⅲ煤段以下，影响最深处的标高为+650m以下，在深部有ZK202孔控制，见于孔深556.36m，破碎带2.19m, 缺失21～24煤层。其它断层特征，见表2-3-3。
综上所述，矿区内构造简单，为一单斜，产状变化不大，倾角一般在15～25°之间，其断层构造规律性较强。褶皱多发育于采区以外的南部，影响下部煤层。
2)褶曲
采区内褶皱不发育，其主要褶皱(一号背斜)位于巴郎河南部11～12勘探线之间，为一倾伏背斜。北西倾没于12～13勘探线之间巴朗河附近，往南东被F14断层断开后，继续延至玄武岩中，脊线走向313°，倾伏角16°，轴长900m，
轴面近于直立。由于该背斜处于采区边缘，深部无工程控制，了解程度较差。
综上所述，矿区内构造简单，为一单斜地层，产状变化不大，倾角一般在15～25°之间，其断层构造规律性较强。褶皱多发育于采区以外的南部，影响下部煤层。
第三节 井田水文地质
1、地下水类型
根据煤矿范围内地下水赋存的地层岩性，含水介质特征及水动力条件，将地下水类型划分为岩溶水、基岩裂隙水、松散岩类孔隙水三种类型。
2、含水岩组及富水性
(1)岩溶水
为三叠系下统永宁镇组(T1yn)、中统关岭组二段(T2g2)，为灰岩、白云岩夹泥灰岩等组合，岩体内溶蚀裂隙、溶洞、小规模廊道等较发育，形成地下水运动的网络系统。该岩组含水不均一，据《1∶20万水城幅区域水文地质普查报告》资料，地下水枯季迳流模数为1.20～5.60 l/s×km2，富水性等级为中等至贫乏。
(2)基岩裂隙水
为三叠系中统关岭组一段(T2g1)、下统飞仙关组(T1f)和二叠系上统龙潭组(P2l)与玄武岩组(P2β)，为砂岩、页岩夹煤层及玄武岩组合，岩体中构造裂隙及风化裂隙发育，地下水赋存运移于构造裂隙及风化裂隙中。地下水枯季迳流模数为0.49～2.38 l/s×km2，富水性等级为中等至贫乏。
(3)松散岩类孔隙水
为第四系(Q)残坡积层及冲、洪积层，该岩组结构松散,透水性强,储养水能力弱，钻孔单井涌水量小于100m3/l，富水性等级为贫乏。
3、地下水补给、迳流及排泄条件
地下水补给、迳流及排泄条件主要受大气降水、地形、地貌、岩性、构造等因素的控制较为明显。
本区处于格目底向斜南翼，呈单斜状构造展布。地形由北向南倾斜，地下水总体向南迳流。
大气降水是地下水的主要补给来源，补给期集中在雨季。矿区北部分布的碳酸盐岩，当吸收降水补给后，地下水赋存、运移于溶蚀裂隙系统中，往往在地形低洼地带或河谷岸坡沿碎屑岩接触地带以岩溶泉的形式排泄。矿区南部斜坡地带大范围分布碎屑岩，岩体中发育的构造裂隙或风化裂隙吸收降水补给的能力较弱，雨季主要以地表迳流为主。区内地下水埋深50～100m。
4、矿床充水因素分析
(1)覆盖于矿区北部碎屑岩岩组之上的碳酸盐岩，富水性等级为中等至贫乏，其中赋存的岩溶水受碎屑岩相对隔水层的阻挡，已大部排泄于地表，渗入补给含煤岩组的地下水量较小。当含煤岩组煤层开采形成采空区后，采空区冒落引发地面塌陷、地裂缝后，则破坏了含水岩组岩体的完整性，使碎屑岩含水岩组沟通了岩溶水含水岩组的水力联系，大气降水后，降水沿地面塌陷、地裂缝等通道直接渗入煤矿，形成矿坑充水的可能性较大，对采煤工程活动的影响较大。
(2)矿区南部分布约33个采煤老窑，掘进深度较浅(小于50m)，局部形成采空区存在老窑积水问题。当矿山开采形成采空区引发采空塌陷后，导致老窑积水发生突水，对煤矿开采有一定影响。
(3)矿区东部和南部分别为巴郎河与金家河构成地表水体。巴郎河河床标高1040～1070m，金家河河床标高1040～1240m，矿区煤层开采最低标高650m，矿区设计开采煤层13层，煤层综合作用厚度22.48m，安全开采深度2810m，而最低开采标高至河床的厚度约600m左右，远小于安全开采深度，当矿区开采形成采空区后，采空区顶板冒落引起地面变形，形成的地面塌陷、地裂缝等将沟通巴郎河、金家河的水力联系，导致巴郎河、金家河河水沿地面塌陷、地裂缝等通道向矿坑发生充水的可能性大，对矿山开采的影响大。
5、充水水源及水文地质类型
(1)充水水源
矿坑充水水源主要来自三个方面：一是河水(巴朗河、金家河);二是顶板水;三是周期性大气降水，主要通过煤系风化带渗入矿坑。河水是矿坑充水的主要水源，补给量的大小，以河床切割的有关煤段(层)，回采面积所涉及的岩层厚度之增大而渐增加。
(2)水文地质类型
米箩矿一井水文地质条件属中等复杂矿床。当矿山开采后形成的采空区引发采空塌陷、地裂缝等，破坏了矿区的地质环境条件，导致矿区水文地质条件由中等转变为复杂类型，建设单位在未来的矿山开采中应引起高度重视。
6、煤矿涌水量预测
①计算块段划分和公式选择
根据勘探工程控制程度、地形地貌，分巴朗河以北和巴朗河以南两个地段，计算850m以上坑道系统的涌水量。
A、巴朗河以北
采用水动力学法的廊道公式，对河水、顶板水进行计算;煤系风化带渗入(大气降水)，以均衡法之地下迳流系数公式法计算;
河水(巴朗河、叉河)：采用河床下渗入式廊道公式：
L—河流保安煤柱边线长度或河流流程，m;
B—850水平煤系与顶板含水段接触的坑道(边线)长度，m;
M—含水层厚度(含水段平均真厚)，m;
H—平均水位(头)高度，m;
S—水位降低值(降至850水平)，m;
HO—最高洪水位至采空区顶界平均厚度，m;
T—最低坑道(850水平)至河床平均厚度，m;
d—850水平至采空区顶界平均厚度，m;
k—渗透系数，m/月;
R—煤矿、坑道影响半径，m;
RO—煤矿、坑道疏干引用影响半径，m;
根据煤矿资源分布情况，煤矿初期开采范围为巴朗河以北，故采用巴朗河以北预测涌水量(6849米3/日，即285m3/h)，设计考虑井下消防洒水等用水量，煤矿最大涌水量按310m3/h，采用巴朗河以北预测涌水量的平均值(5715米3/日，即238m3/h)，设计考虑井下消防洒水等用水量，设计煤矿正常涌水量按260 m3/h。
六、冲击地压
冲击地压多发生在埋深大、煤层顶板较坚硬且完整、煤层硬度较高以及承受集中压力较大的煤层。本煤矿煤层顶板由砂岩、页岩、泥岩及煤层组合，煤层间的顶、底板多为软质岩构成，稳定性较差，煤层开采形成采空区后，引发直接顶板崩顶、冒落的可能性大，本煤矿发生冲击地压的几率很小。
需要注意的是，勘探工作离现在已30多年，加之地表风化及浅部煤层破坏，煤矿水文地质条件有一定变化，在施工过程中，应加强防治水工作。
第四章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷井口点坐标点X=2920950.033，Y=35499841.536，Z=+1049.91,沿306°42′26.07″(真)方位,坡度+5‰，掘进长度1200m。
第二节 支护设计
一、巷道断面
1、根据设计措施井底板瓦斯抽放巷断面为直墙半圆拱形，净宽3m，净高3.1m(起拱线至底板1.6 m、至拱顶1.5 m)，净断面8.3 m2,掘进断面9.1m2。详见支护断面图。
二、支护材料
1、锚杆
(1)按悬吊理论计算锚杆长度参数：
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2
L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m
L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。
其中：H=B/2f=4.7/(2×4)=0.59 m
式中B——巷道的掘进跨度，取4.7m
f——普氏岩石坚固性系数，取4。
则L=2×0.59+0.4+0.1=1.68(m)
(2)根据材料力学计算锚杆直径：
d=32.52
式中：d——锚杆直径，mm
Q——锚杆锚固力，取50KN
δt——材料抗拉强度，取410MPa
则d=32.52=32.52=12.4 mm
(3)锚杆安装间距、排距计算：
第三节 支护方式
掘进放炮后，必须及时对空顶区域进行锚网支护;如果顶板破碎严重，不能进行锚网支护时要先进行临时支护后再进行锚网支护 。
1、临时支护
临时支护采用前探梁支护方式：用木板(长×宽×厚=1200×100×50mm)铺盖在接近迎头吊环前方的前探梁上并接顶接实后做临时支护。前探梁采用3寸钢管制作，单根长3.5米，悬臂长2.0米。一组三棵，吊环采用δ10钢板和Φ16圆钢加工制作。炮后找顶完毕即行安设前探梁。炮后必须设置临时支护(根据迎头顶板情况，打上ф≥160mm的圆木带帽点柱3～6棵，帽的尺寸：长×宽×厚=500×120×100mm),严禁空项作业。
2、永久支护
采用锚杆(局部用锚索)和钢筋网支护。锚杆采用Φ=20mm，L=2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距800mm×800mm，每套使用ZK2335型锚固剂3节，托盘规格为100×100×8毫米。锚杆外露长度≤50mm。金属网采用Φ6.5mm钢筋加工制作，网片规格1000×1400mm，网孔尺寸100×100mm。局部锚索支护间排为1800×2400㎜，锚索规格：Φ15.24mm，L=6300mm有效锚固长度6000mm，托盘采用δ16钢板制作，规格为200×200×10mm，每套使用ZK2335型树脂锚固剂6支。锚索外露长度≤100mm。
3、临时支护与永久支护、永久支护与工作面的最小和最大距离规定：
临时支护与永久支护距离，炮前不大于0.8米，炮后不大于2米;永久支护与工作面最小距离0.8米，最大距离2米,迎头空顶距离小于0.8m时，采用临时支护，空顶距离大于0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护(见附图)。
4、支护质量标准：
①锚网支护标准
锚杆间排距800×800mm，必须横成排，纵成线，允许偏差±100mm，三根锚杆中的间距应保证1600mm，即第一根锚杆和第二根锚杆相距可以为700～900mm之间，而第二根锚杆与第三根锚杆可以相距700～900mm，但第一根锚杆与第三根锚杆相距必须保证在1500～1700mm之间;锚杆角度允许偏差为15°，即保证锚杆与巷道轮廓面角度在75°～105°。
锚网必须贴紧岩面，相邻网片必须搭接，逢勾必联，锚杆托盘必须将锚网压紧、压实，不得出现网兜。
②成巷质量标准：
巷道净宽3000mm,中线至帮允许偏差为0～+100 mm,即中线至帮尺寸允许偏差为1500～1600mm。
5、掘进、支护质量保证措施：
<1>、培训措施
①项目部工程技术人员必须对每个工种进行全面的质量意识教育和技能教育，使职工明确各工序的质量验收标准，确保工程质量目标的全面实现。
②不定期的对工人进行培训：如打眼角度，锚杆布置，网片连接，中腰线使用等。
③作业规程的贯彻落实，加强对现场质量检查和控制工作，有质量问题必须立即整改，上道工序的质量问题未处理完毕严禁进入下道工序。
<2>、施工资料及施工中腰线保证措施
①项目部工程技术人员必须及时提供施工需要的一切图纸，并认真向施工班组进行技术交底。
②测量人员严格按《测量规程》作业，中腰线要定期校对，每组中线不能少于3个中线点，中线距迎头不能超过30m。
<3>、掘进质量保证措施：
①严格按炮眼布置图中布置的眼位打眼，严格控制眼距、眼位、眼角度严格“定人、定机、定眼位、定质量、定进度”的五定岗位责任制。
②严格控制装药量。
③严格按图表要求进行联线，严禁装错雷管段数。
<4>、支护质量保证措施：
①锚杆布置成排成行，网与网之间必须搭紧扣牢，局部未扣牢的用10#铁丝绑扎牢实，锚杆打在两网搭接处，以增强整体支护效果。
②锚网必须紧贴岩面，锚杆必须垂直岩层面布置，角度75°～105°°。
③锚杆抗拔力不得小于50KN。锚杆支护锚固拉拔力的测试要求：
a、锚杆锚固拉拔力抽检抽样率为1%，每300根顶锚杆抽样一组(3根)进行检查，不足300根时按300根考虑。拉拔加载至锚杆设计拉拔力为止，并作详细记录。
b、被检测的3根锚杆都应符合设计要求。只要有一根不合格，再抽样一组(3根)进行实验。再不合要求，必须组织有关人员研究锚杆施工质量不合格的原因，并采取相应的处理措施。
C、安装锚杆拉拔计前应卸掉螺母和托板：拉拔实验后，应及时重新拧紧螺母。如锚杆失效，应及时补打锚杆。
d、锚杆支护预紧力的测试要求：锚杆预紧力的测试除施工班组进行日常检查验收外，工程部门还应定期对锚杆的预紧力进行抽检。巷道每隔30～50m抽检一次，抽样率为5%。
e 、预紧力、拉拔力的测试结果：顶锚杆锚固力大于50KN(5t)，预紧力矩大于60N.m。
第五章 施工工艺
第一节 施工方法
掘进采用中深孔普通光面爆破，炮眼深度2米，采用1~5段毫秒延期电雷管全断面一次装药一次起爆。采用“三八”制作业方式。平均日进尺4.5米，每月考虑有8天时间用在检修、铺设轨道、移扒矸机、安装管路、排水等，所以正常进尺按22天计算，月进尺99米。
第二节 施工工艺
现场交接班→打眼→放炮→洒水→敲帮问顶→拱部锚网(临时支护)→排矸→两帮锚固→永久支护→清理挖水沟(砌筑水沟)→清理巷道成形→现场交接班 。
第三节 掘进施工设施
1、掘进工作面采用5台YT-28凿岩机，3台同时打眼，2台备用。配2台G10风镐和2台MQT-120锚杆机。
2、采用P90型耙斗机装岩，扒斗容积0.6m3，生产能力30m3/h
3、排矸：使用电机车牵引梭车将矸石拉到工业广场指定点进行排矸。
第四节 临时轨道
沿着掘进巷道铺设轨道：轨距为600㎜，枕木距为600㎜(中对中)，用耙机和梭车作掘进迎头矸石装、运工具;需用巷道支护材料和其他设备设施时，用加工的花车或侧缷式矿车运输。
第五节 掘进方式
1、采用打眼放炮进行施工
1)、采用YT-28型风动凿岩机打眼，一字形合金钻头。
2)、作业方式：掘进和支护顺序作业和平行作业相结合。
3)、爆破炸药和雷管的选择：选用煤矿许用三级煤矿许用乳化炸药和1~5段毫秒延期电雷管进行爆破。
4)、爆破工艺流程：做引药→检查瓦斯→装药→封泥→警戒→检查瓦斯→爆破→爆破后检查瓦斯和洒水防尘、支护。
5)、装药：采用正向装药，正向起爆，最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒,装药结构见下图:
米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷为直墙半圆拱形，巷道穿过岩层坚固系数4 根据上述条件得知：炸药消耗量q=1.8Kg/m3;雷管消耗为3.26个/m3。 ① 掏槽眼 采用垂直楔形掏槽，三对槽眼应对称巷道中线并偏下布置。取掏槽眼排距为0.5米，成对炮眼眼底距离为0.2米;槽眼深为2米，与工作面夹角取75°。 周边眼 根据光爆要求，顶、帮眼应适当加密，以达到光爆效果(见《米箩煤矿措施井底板瓦斯抽放巷光面爆破设计图表》。 共布置顶眼15个、帮眼12个，眼距为300~400mm，底眼布置7个，间距为450~500mm。为了爆破带出水沟，另打水沟眼1个。 ② 辅助眼 根据已确定并按比例画好的槽眼、周边眼之间的间距，均匀地布置辅助眼，以求扩大掏槽，获得均匀岩块并为光爆创造条件。共设辅助眼19个，辅助眼间距及光面层厚度(最小抵抗线)均为400mm。其密集系数K为0.9～1.0。 ③ 各炮眼装药量的分配 掏槽眼：6Kg 辅助眼：5.7Kg 顶眼：2.25Kg 底眼：2.4Kg 装药量=16.35 Kg 设计雷管消耗量为58个 附：炮眼布置图及爆破说明书 5)、联线方式:一次串联，严禁并联和混联。 6)、起爆电流计算及起爆器的选择 (1)回路电阻计算: R=TL/S=0.0176×200×2/3.14×0.152=99.65(欧姆) (2)串联雷管电阻计算 R=5.8×58=307.4(欧姆) (3)总电阻R=99.65+307.4=407.05(欧姆) (4)电流I=U/R=1800/407.051=4.42(安)>2(安) 其中T为每米电阻、L为放炮线长度、U为峰值电压,根据上述计算MFB—100型放炮器可满足要求. 联线顺序见炮眼布置图. 第六节 装载与运输 采用耙斗机装载，机车牵引梭车运矸、花车和侧缷式矿车运料，矸石回填工业广场。 第六章 通风、防瓦斯、防尘和防灭火 第一节 通风管理 一、风量计算： 1、按瓦斯涌出量计算风量 Q=100.q .K =100×1.2×1.5 =180m3/min 式中： q—工作面瓦斯绝对涌出量，预计为1.2m3/min K—瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.5 2、排出炮烟需要风量 Q=25×A=25×16.35=408.75 m3/min 2、按一班最多人量计算风量 Q=4N =4×25 =100m3/min 式中： 4—每人每分钟需要风量m3/min; N—工作面最多人数。 3、局部通风机处风速验算： Q局需=Q吸+SV(局扇在地面) 式中: Q局需—掘进工作面需要风量, m3/min Q吸—局部通风机吸入风量, 取630m3/min S—局部通风机安装地点的巷道净断面, S=8.3m2 V—局部通风机吸风口到掘井工作面回风口间的巷道最低风速。取0.25m/s 4、巷道内风速验算 二、风机选型： 根据工作面的需要风量，使用FBD№6.3/2×30型矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机向工作面供风，风筒选用Φ600mm的胶质阻燃风筒，风机吸风量为450-630m3/min，风筒沿左帮拱部布设。 将两台FBD№6.3/2×30型矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机安装在距运输平硐底井口前面20米外的新鲜风流处，其中一台运行，一台备用。 第二节 防瓦斯 掘进距工作面≤5m、距顶板0.3m处安设一台KG9001-B型瓦斯传感器T1，报警值为≥0.8%，断电值≥1.0%，复电值<0.8%，距工作面10-20m处安设一台KG9001-B型瓦斯传感器T2，报警值、断电值均为≥0.8%，复电值<0.8%;T1、T2只准人工复电，瓦斯断电闭锁必须长期处于完好状态。 1、通风系统要合理、可靠，风机安装必须符合“三专两闭锁”要求，专人管理风机，严禁随意开停，严禁风机喝循环风;严禁一台局扇供两个或两个以上掘进头作业;严禁使用3台或3台以上局扇供一个掘进头。 2、工作面必须配专职瓦检员，瓦检员必须经过培训合格，并取得上岗合格证的人担任，严禁无证上岗;瓦斯检查不得出现空班、漏检、弄虚作假、脱岗和岗上睡觉等情况。 3、风筒吊挂平直，风筒末端不落地，风筒出口距工作面距离：岩巷不大于10米，半煤岩巷不大于7米，煤巷不大于5米。 4、风机必须挂牌管理，其停开必须报井口调度，调度同意后由风机工执行(可由电工兼任)，严禁任意开停。 5、井下施工人员严禁破坏通风设施，项目部每班设一名专职通风工维护风筒，确保工作面用风量。 6、放炮地点20米附近风流中瓦斯浓度达到0.8%及其以上时，严禁装药放炮。 7、工作面瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。 8、回风瓦斯浓度达到0.8%时必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。 9、放炮后风流中瓦斯浓度达到3%、或炮后30min瓦斯浓度降不到0.8%以下时，必须停止作业，采取有效措施处理后方可恢复作业。 10、井下临时停风时间预计超过24小时的，必须在停风后24小时内对停风地点采取措施，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。 11、瓦检员必须严格执行“一班三汇报”，“一炮三检查”及“三人联锁”放炮制度，监督放炮员按规定使用水炮泥和封填炮泥。 12、小班瓦斯检查不少于三次，记录齐全准确，严禁空、漏和假检现象。 13、对监测、监控系统的管理必须由米箩项目部组织制定制度，对设计、安装、验收、检查维护、数据分析、汇报程序和问题处理程序等进行规范;瓦斯检测仪及瓦斯传感器必须按《煤矿安全规程》规定时间内进行校核。 14、巷道瓦斯积聚浓度在3%以下时，由现场瓦检员、班组长和安全员组成临时瓦斯排放小组，按《临时瓦斯排放措施》(另行编制)进行瓦斯排放。积聚瓦斯浓度达到3%及其以上时，必须编制专门的瓦斯排放措施。 15、井下临时停风的工作面，瓦检员必须撤出人员，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向值班室或调度室汇报，同时当班班长负责联系切断电源。 第三节 防尘、供水系统 1、采用湿式打眼，炮后开启水幕除尘，由当班班长指定人员负责。 2、认真使用好水炮泥，工作面要配置专用水针供装水泡泥用。 3、严格按照装药结构要求，正向装药，正向起爆，禁止反向装药，反向起爆，由安全员和班长负责。 4、炮前炮后洒水降尘，降尘范围为耙斗机至工作面范围。 5、出矸时必须开启喷雾。 6、防尘、供水系统主要是用地面的供水水池，通过4寸管路延接到距工作面不大于30米的位置上，然后通过2寸管接到工作面。管路每隔50米安设一个一寸三通和闸阀。(见防尘系统图) 7、必须安设四组防尘喷雾，第一组距迎头20-30m，第二组距第一组40-60m，第三组距第二组40-60m，在距工作面迎头10 m处安设一组防尘喷雾装置。要求喷雾设施齐全完好，开启时能覆盖全断面，放炮前必须开启水幕净化装置并洒水降尘，防止粉尘飞扬。 8、供水管路每隔50米一个三通，施工单位每天冲洗巷道一次，粉尘大时必须增加冲洗巷道次数，保持巷道清洁，防止煤尘堆积。 9、在距迎头60-120m处，安设一组隔爆水袋，容量必须达到每平方米断面200升，且水量充足，并覆盖全断面。 第四节 防灭火系统 1、严禁任何人员携带火及点火物品入井。 2、巷道内必须采用阻燃电缆，所有电器设备必须消灭失爆。 3、工作面爆破严禁放明炮、明火爆破、裸露爆破和不装炮泥爆破。 4、巷道内必须安设好灭火水管，距工作面不得大于5m，并保证正常供水。 5、巷道内防灭火水管末端必须安设一个阀门，并联接一棵不小于3m的胶质软管。 6、防灭火水管路采用底板瓦斯抽放巷内的主水管分三通接入。 7、防灭火水管道每隔50m设一个三通，作为防灭火用。 8、在距迎头50米位置存放不少于3个有效期内的4L灭火器和0.2 立方米的灭火砂箱,灭火砂箱内必须放置一把铁铲供灭火时铲砂时使用。 9、直接灭火：工作面万一发生火灾，火势较小时，采用沙砂子、水、岩粉等把火直接迅速扑灭，将可能受到灾害地区和所有受到灾害地区的人员撤到地面，并组织人员利用现场一切工具和灭火器材直接灭火，并及时汇报调度室。 10、用水灭火时，人员必须站在进风侧，并及时开启回风侧的净化水幕，防止火势蔓延。 11、用砂子灭火时，就是用砂子直接覆盖在燃烧物上，使燃烧物体与空气隔绝，以达到灭火的目的。 12、隔绝灭火，当火灾发生且发展较快不能直接灭火、无法直接灭火时，并有扩大灾害危险时，应迅速采取隔绝的方法，砌筑防火密闭坛墙，隔绝空气，使火熄灭。 13、首先发现火灾的人员，不论任何人，都必须迅速弄清火情，立即采取现场一切可能的方法直接灭火，并及时向调度汇报。 14、机电设备着火时必须先切断电源，再采取其它方式进行灭火。 第七章 供 电 系 统 一、供电系统：见供电系统图 二、井下作业人员均采用KJ8M(C)型矿灯自行照明，耙斗机照明采用DGS70/127B(A)型灯照明。 三、供电设备管理的相关措施 1、所有电气设备必须挂牌管理，开关台台上架。 2、所有设备外露的传动或转动部分必须加装防护罩或遮拦等防护设施。 3、各种机电设备安装处的顶板必须支护完好，防止掉矸、片帮时影响设备运转或将设备砸坏。 4、如果设备安装处有滴水或淋水，必须用胶带或帆布将设备上方遮盖好，以防止水渗入电气设备内而造成绝缘程度降低引发事故。 5、各种机电设备的安全防护装置必须齐全、完整、牢靠。 6、设备周围的杂物必须清理干净，以便保证设备有良好的散热条件。 7、严禁在设备上放东西或打柱子，以防止设备受压后变形或损坏。 8、掘进工作面必须在一台电气设备上设置一个接地极,接地极必须接地,接地线型号必须按规定配置和安装。 9、严禁带电搬迁或检修设备，确保电气设备完好，坚决杜绝失爆。 10、电气设备、电缆，必须经常保持清洁。 11、电缆、管路，必须吊挂整齐，电缆与风筒必须吊挂在巷道的两侧，通讯电缆、信号电缆及瓦斯监控线，必须吊挂在动力电缆的上方，电缆与管路铺设在同侧时，电缆必须在管路的上方，且必须保持300mm以上的间距。 12、局扇安装"三专两闭锁"，煤电钻必须有综合保护装置，且灵敏可靠,并且配置1米/棵的套钎10棵供煤层校检和打瓦斯排放孔时使用。 13、检修好后需送电时，送电人员必须在确认无人在电气线路上工作时方可送电。 14、严格执行“停送电”制度。严格执行“谁停电、谁送电”的原则。 15、定期设备进行检查维修，严禁设备带病运转。 停送电安全措施 1、停电： ①电工接到停电指令后，按操作规程的有关规定，穿戴好绝缘用具，按停电顺序停电。 ②切断开关后，实行闭锁，并在开关挂好“有人工作，禁止合闸”警示牌，警示牌必须标明日期、班次、时间。 2、送电： ①电工接到送电指令后，按操作规程的有关规定，穿戴好绝缘用具，按下列顺序进行送电操作：分别取下开关手柄上挂的“有人工作，禁止合闸”警示牌，解除闭锁，分别向停电范围内的地点送动力电源。 ②在给分路馈电开关操作送电前，必须察看检漏继电器绝缘显示，当显示值低于规定值时，必须立即切断开关，向停电负责人汇报，由停电负责人安排进行处理。 每次掘进放炮停、送电时，电工只听从停送电负责人的指令进行停送电操作，其它任何人无权指挥停送电工作。 第八章 通 迅 系 统 一、通讯： 采用电话通讯，通讯系统必须与本单位和矿调度室联系顺畅(见下图):距离迎头50米处安设一台防爆电话。 二、通讯系统图 第十章 安全技术组织措施 第一节 顶板管理安全技术措施 1、要严格执行敲帮问顶制度。 2、严禁空顶作业，及时进行临时支护，加快打锚杆速度，尽量缩短顶板(煤)暴露时间和减小暴露面积，定期、不定期对巷道支护进行检查，发现巷道沿途有不合格锚杆、锚索要及时修复或补打。 3、要随时注意巷道顶板的变化情况，若巷道压力大、顶板松软、破碎时，要先打设超前锚杆，加强顶板支护强度。 4、要按日常监测的规格对井下强力锚杆进行锚固力拉拨试验，拉拨力需达到50KN，若连续抽查两组(每组三根)发现锚杆的实际锚固力与设计值相差较大，要查明原因，即时汇报项目领导。 5、掘进时形成的超宽或片帮超宽时，应及时处理，可采用补打单体锚杆的方法加强支护。 6、要经常观察工作面后方的顶板情况，发现问题及时采取措施。 7、锚索要紧跟工作面打设，并及时张拉。 8、冒顶事故的处理：处理冒顶事故前，要找好安全退路，处理时班组长站在冒落矸石堆安全一侧，使用专用工具进行敲帮问顶，找掉活煤活矸，在敲帮问顶期间，其他人员不得进入敲帮问顶区域，确认无危险后迅速进入工作面，抓紧时间架设好临时支护，成为一个整体，然后进行打设锚杆作业。工作面后方100米内必须有不少于架设10棚的备用木料或工字钢及椽子木楔，以备用。处理过程中，动作要迅速敏捷、自始至终要有跟班队领导和安全员进行专门监护顶板变化。 第二节 打眼、装药、放炮及火工品管理安全技术措施 一、打眼 1、每次打眼前，打眼工必须先检查迎头的支护及顶板的完整情况，发现隐患及时处理，确认安全后才能开始打眼。必须在支护可靠的情况下进行打眼工作，严禁空顶作业。 2、打眼时，打眼工必须紧扎袖口，脱掉手套，严禁戴手套进行点眼，开眼后，点眼工立即离开，站在打眼工后侧方，防止断钎伤人。 3、打眼前，必须先看好中线，必须严格按炮眼布置图、爆破说明书进行打眼、装药、联线、放炮，严禁一次装药，分次起爆;严禁边打眼边装药。 4、打眼时，必须采用湿式打眼。 5、炮眼深度低于0.6m时，严禁装药放炮。 6、钻眼过程中，要注意观察顶帮状况，确保安全作业。 7、用压风吹炮眼时，操作人员应位于炮眼一侧，面部背向眼孔，其他人员应离开迎头，以防喷出的杂物伤人。 二、装药、联线、放炮 1、放炮员必须是经过专门培训、考试合格，并取得合格证的人员担任，且持证上岗。 2、制作引药时，必须在支护完好，没有淋水，避开电气设备的地点进行，制作引药数量必须根据所需量制作，制作引药时必须用竹、木棍扎眼，严禁将电雷管直接插入药卷内，严禁将电雷管插入药卷中部和底部或捆在药卷上，电雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以使电雷管固定在药卷上，电雷管脚线必须扭结成短路。必须加强电雷管管理，防止电雷管受振动、冲击，脚线被打断或绝缘损坏。 3、装药前首先必须用压风清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或掏实。炮眼内的各药卷必须彼此密接，装药前必须先把电雷管脚线末端扭结成短路，装药后必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、放炮母线同运输设备、电气设备等导体相接触。 4、炮眼封泥应用黄泥、水炮泥，对无封泥、封泥不足或不严的炮眼严禁放炮;炮眼深度为0.6～1.0m以上，封泥长度不得小于炮眼深度的二分之一;炮眼长度为1.0m～2.5m时，封泥长度不小于0.5m。 5、严禁放糊炮，严禁使用明火、普通导爆索或其它非正规方式放炮。 6、放炮母线的联接必须符合下列要求： (1)、电雷管脚线和连接线 、脚线和脚线之间不得有明接头，且用黑胶布包扎，接头必须悬空，不得与任何物体接触。 (2)、放炮母线同电缆、信号线、风筒应分别挂在巷道的两侧，如果必须在同一侧时 ，放炮母线必须挂在电缆或风筒的下方，并应保持0.3m以上的悬挂距离。 (3)、只准采用绝缘母线单回路放炮。 7、炸药、雷管的存放按《煤矿安全规程》第324条规定执行。 8、发爆器由瓦检员随身携带，不到放炮时不得转交放炮员。 9、发爆器的钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器内。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线，并扭接成短路。 10、爆破前，脚线的连接工作及起爆按《煤矿安全规程》第339条规定执行。 11、通电后，出现拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，至少等15分钟，才可沿线路检查。 12、母线与母线连接必须使用接线盒，不能使用胶布包扎。 13、岗哨布置： 根据《煤矿安全规程》规定，岗哨布置的位置必须满足下列要求：直线巷道不低于100m，拐弯巷道不低于75m处。 1)、1#岗哨在井筒前方100米处有遮挡物的位置。 1)、2#岗哨和3#岗哨分别在井筒口两侧20米处。 14、撤人、设岗及放炮 (1)迎头装好药后，由班长和安检员亲自组织把措施井底板瓦斯抽放巷内所有人员全部撤到地面，布置好1#岗，班长带领2#和3#到站岗处布置岗哨。布岗由负责该迎头的安检员、瓦检员负责监督岗哨工站好岗，并由当班班长清点人数，确认警戒范围内无人后，方可下达放炮命令，放炮员接到放炮命令后与班长、瓦检员进行换牌，发出警号后至少等5秒钟后方可起爆。 (2)放完炮待炮烟吹散后，先由班长、瓦检员、放炮员检查迎头安全情况，只有确认无安全隐患后班长方可亲自撤岗。 (3)站岗人员必须坚守岗位，严格执行“一岗三警戒”制度，没有得到班长的亲自撤岗通知，严禁擅自撤岗、脱岗和岗中睡觉。 15、放炮期间，必须严格执行“一炮三检查”、“三人联锁换牌放炮”制度。 16、爆破前，脚线的联接工作可由经过专门培训的班组长及安检员协助放炮员进行，放炮母线联接、检查线路及通电工作，只准放炮员一人进行操作。 三、处理拒爆、残爆的方法： 1、通电后出现拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，至少等15分钟后，才能由瓦检员、安检员、班长、放炮员进迎头检查瓦斯浓度、顶板、支护、拒爆、残爆情况。 2、如因联线不良造成的拒爆，可重新联线起爆。进行重新联线时必须先摘除顶帮活悬危矸，且已爆出的空洞内、迎头及回风流中的瓦斯浓度不得超过0.8%。 3、按照“炮眼布置图”找出拒爆炮眼，在距拒爆炮眼0.3m处另打一个与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药(装药量同拒爆炮眼装药量一致)殉爆拒爆炸药。 4、严禁用手镐刨、从炮眼中强行取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管，无论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。 5、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的电雷管。 6、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 7、严禁在井下对电雷管和对放炮母线进行通断检查。 四、火工品管理 1、从炸药库直接向迎头背运炸药、电雷管时，必须严格执行《煤矿安全规程》第314条规定。 2、对火工品的选用必须严格按《煤矿安全规程》第320条规定。 3、处理未爆后的电雷管：下班后必须交回炸药库，并说明拒爆的原因。 4、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炸药库。 第三节 过老窑、断层、破碎带冒顶区等特殊地段安全措施 1、由于没有详细的地质资料,下部过小煤窑开采情况不明,在掘进过程中必须加强地质预测预报工作,施工中认真调查、收集老巷、老空资料。掘进时必须做到有疑必探、先探后掘。 2、过老窑、断层及破碎带等特殊地段施工时，届时经项目部领导及甲方现场会审后，另拟安全技术措施，经公司领导审批后执行。 3、掘进过程中，因断层或其它原因发生冒顶时，应先从冒顶点退到安全地点，并向项目部调度室汇报，通知相关部门及有关领导制定处理方案。待冒落区稳定后在已有支护的掩护下，才能处理冒顶区。 4、若发生冒顶事故后，班长必须立即清点人数并汇报调度室，发现有人被埋、压、堵时，要尽快探明冒顶区的范围和被 埋、压、堵的人数和位置，积极组织抢救。 5、若发生冒顶事故后，要对冒顶区的电缆、设备及有可能发生瓦斯超限的区域进行停电。 6、积极恢复冒顶区的正常通风，如一时不能恢复时，可利用水管、压风管等给被埋、压、堵的人员输送新鲜空气，并派专人检查该处的氧气浓度和有害气体浓度。 7、在处理冒顶事故时，应先由外往里回固冒顶周围的支护，清除进出口的堵塞物，尽快接近被人员位置进行抢救，必要时可以开掘通向遇险人员的专用巷道。 8、遇有大块岩石威胁遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动岩块，但尽量避免破坏冒顶岩石的堆积状态，清理矸石时要小心使用工具，以免伤害受伤遇险人员。 9、处理大面积冒顶事故时，必须及时制订专门的施工安全技术措施，经公司领导组织会审后执行。 a、发生冒顶： (1)、施工过程中若遇顶板掉渣严重或发生冒顶，要立即停止工作。撤出人员距掉渣冒顶处向外至少30米的安全地点，并及时汇报。 (2)、待顶板活动稳定后，当班负责人、安检员和瓦检工一同进入工作面检查掉渣冒顶及瓦斯情况，瓦斯浓度大于0.8%时，要先汇报调度室，采取措施进行处理。 (3)、经检查瓦斯浓度小于0.8%时，方可由两名以上的有经验的人员查看现场，并编制针对性的措施处理顶板。 (4)、顶板活动稳定后，及时组织人员迅速严格按措施、规程规定对冒顶区进行支护。 (5)、施工中要有专人监护顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员听从命令，相互配合好。 (6)、处理过程中，瓦检工要随时检查瓦斯情况，有问题必须立即停工撤人至安全地点，先组织排放瓦斯。 第四节 气动锚杆钻机操作安全技术措施 (一)、使用前的准备 1、使用前，操作者必须仔细阅读使用说明书，了解设备的性能、特点，熟练掌握使用方法。 2、使用前向注油器注满润滑油，使用过程中必须定时定量进行添加，保证注油器中有润滑油。 3、检查并安装和冲洗水、气接口处的过滤网，无过滤网及过滤网堵塞时不得开机。 4、接气管前，应打开气源气阀，放掉压气中的积水。 5、接风水管时，打开风、水各管阀，清洁管路，无污物后才连接，连接好钻的气水管路，插好插销，以防使用中脱落。 6、开机前，检查水、气控制开关，并使之处于关闭位置。 7、检查气源、水源保证气压在0.45Mpa～0.6Mpa,水压在0.7Mpa～1.2Mpa。 8、检查钻杆是否平直，钻杆内是否畅通，钻头是否锋利。 (二)、注意事项 1、水、气管接头连接牢固，严防断开伤人。 2、使用过程中必须定时定量添加润滑油。 3、使用过程中，必须根据岩石状况及时调整钻机的旋转速度和支腿推力，使之相匹配，以获得最佳钻进效果。 4、操作钻机时，操作者要站稳，以保证钻机平衡。 5、操作者不要穿松弛的衣服，钻眼时严禁用手或其它物品触及钻杆。 6、钻眼过程中，要注意观察巷道的顶、帮状况，确保作业安全。 7、支腿收缩时，操作者不可将手放在支腿上，以免挤伤。 8、钻机平放时人员不得正对气腿方向。 9、钻眼结束后，应关掉水源、气源，并检查钻机有无操作后螺丝松动，并加注润滑油。 (三)、锚杆安装顺序为：打锚杆眼→洗孔→上钢筋网→装药卷→上锚杆→搅拌药卷(20～30s)→撤锚杆机。 锚索安装顺序为：打锚索眼→洗孔→装药卷→上锚索→搅拌药卷(20～30s)→撤锚杆机→紧锚索托板。 (四)、严禁马达反转，操作者右边严禁站人和扶钎人严禁戴手套操作。 (五)、使用完毕后，必须清理干净钻机上的粉尘，妥善摆放，防止损坏。 (六)、炮前必须将钻机移到距放炮点50m外放好，并进行遮盖，防止崩坏。 第五节 施工锚杆、锚索安全措施 1、安装树药卷时，一定要掌握搅拌时间，同时要求搅拌过程连续进行，不得中途中断，打帮眼期间，采用静压管冲洗孔口，降尘。 2、锚杆、锚索各附件上齐上全，并使其具有琮预紧力。 3、安设锚索以及打顶角、帮角锚杆时，搭设稳固的工作平台。 4、张拉锚索时要两人协作，张拉油缸与钢铰线保持在同一轴线上。加压后，锚具卡住钢铰线方可松手，操作人员要避开张拉油缸，以保证安全。锚索必须紧跟工作面打设，并及时张拉。 5、张拉时发现不合格的锚索时，必须在其附近补打。 6、钻机操作过程中，操作把半径范围严禁站人。 7、有弯的钻杆，严禁使用。 8、打斜眼时，严禁采用钻机顶推力来固定钻机，要使用钻机架。 第六节 耙斗机的使用和维护安全措施 1、扒矸机司机必须经过培训取得合格证的人员担任，并持证上岗，按操作规程规定操作。 2、扒装前司机必须配合班长及电工对耙斗机及其零配件、操纵杆、钢丝绳、固定楔以及安全设施进行全面认真的检查，确保完好齐全后方可使用。 3、安装固定楔时应保证固定楔到岩堆距离保持在0.8～1.0m范围内，以保证装矸效率，孔深应比楔长0.1m左右。 4、扒矸机距迎头距离以10～30m为宜。 5、开动扒矸机工作时，绞车滚筒上的钢丝绳余量最少不得少于三圈。 6、钢丝绳除了与耙斗固定连接处，其余部分不得打结，当钢丝绳断股或磨损超过断面的10%时必须及时更换，严禁使用不符合规定的钢丝绳。 7、扒矸机在使用前还必须对工作点的巷道顶帮进行检查，查看顶帮是否支护完好，不得在无支护的环境下工作。 8、扒矸机工作时，如发现耙斗运行不正常、装矸异常或顶帮有危险时，必须立即停止耙斗机运转并进行处理，处理好后方可继续施工。 9、扒矸机与巷道帮的距离不得小于0.9m，司机应将工业场所清扫干净，不得站在浮矸上工作。 10、扒矸机过渡槽上必须设防护栏杆(使用φ22mm圆钢和φ6.5mm，1.8×1.0m的网片组成)，以防钢丝绳弹伤人。 11、牵引扒矸机速度要均匀，不得忽紧忽松使钢丝绳摆动幅度过大，避免钢丝绳被滑轮卡住。 12、遇有阻力较大时，可使扒矸前后移动几次再进行牵引，不得硬拉，以防断绳。 13、不得将两手把同时闸紧，以防悬起耙斗。 14、装岩过程中，严禁用手触摸钢丝绳，簸箕两侧或导绳绳轮。 15、使用耙斗机时，除司机外，机身至迎头严禁有人。 16、放炮前应采取以下措施保护耙斗机 1)、将一些浮矸石存放于耙斗机溜槽和簸箕口。 2)、将扒矸装置拉到簸箕口。 3)、将电缆存放在台车下部，外露部分沿轨道或溜槽边缘存放. 17、扒矸机用完后司机必须做到以下规定： 1)、将扒矸拉到簸箕口存放; 2)、将固定楔及迎头滑轮取出放好; 3)、将电缆妥善放好，切忌带电盘圈堆放; 4)、清理机身和周围杂物; 5)切断电源锁好磁力启动器。 第七节 喷射混凝土施工安全措施 1、喷射作业中发生堵管时，应尽量采用敲击法疏通。如用高压砍通时，其压力不得超过4Mpa，同时 要放直输料管，按住喷头，前方严禁站人。 2、作业中发现机械故障进行处理时，必须事先切断电源、水源。送电送风时，必须事先通知有关人员，以防发生事故。 3、喷射机的外露转动和传动部分，必须加装防护罩。 4、喷射手必须佩戴防尘口罩、橡胶手套、配备雨衣。 5、经常检查输料管、出料弯头有无磨薄、击穿现象，发现问题及时处理。 6、收工时，应对管路、机具进行冲洗，以防残余混凝土凝积影响下次使用。 第八节 人力推车安全技术措施 1、推接矿车时要先喊保安口号，让矿车周边人员提高警提以避开矿车，推车过程中发现前方有人时，要发出信号(哨声)，让前方人员及时避开行进中的矿车。 2、矿车掉道时不能站在靠邦或靠车的一侧抬车，在推车进行中凡接近道岔、接近交叉点、两车接近时都应发出警号。 2、推车行进中要看前顾后，不准低头，不准手扶车沿，手必须扶在车沿20mm以下的部位，防止挤手。 3、一个人不准同时推两个不挂链的矿车，两个人同时向一个方向独自推车时，前后间隔应保持20m以上。坡度较大时，间隔应在30m以上，坡度超过7‰时，禁止人力推行。 4、在有坡度的巷道中推车时，严禁蹬车或放飞车。停车时无论坡度大小，待停稳后，都必须用楔楔住，停止车自滑。 5、摘挂钩链时要注意来往车辆，动作要敏捷，防止被撞、挤伤。 6、推车接近翻矸(煤)地点时，速度在逐渐放慢，车停稳定后再翻。翻矸(煤)地点下部应有拉车保险横木，以免车体掉下去。往回拉车时，腿、脚要躲开车底轮子，防止砸脚。 第九节 机电检修、机电设备安全防护技术措施 一、检修安全技术措施 1、机电工必须经过专门培训、考试合格并取得合格证的人员担任，且持证上岗。机电工必须对当班使用的机电设备进行检查，发现问题必须及时处理。 2、严禁带电检修和搬迁电器设备，严格按“三专两闭锁”要求供电，严格执行采掘机电工“停送电制度”，停电时必须将开关上锁，并挂上“有人工作、禁止合闸”停电标志牌，防止其他人误送电，停电和送电工作必须由机电工专人负责，坚持谁停电、谁送电制度。 3、机电设备必须经常检查，并做好检查记录。检修电气设备时必须坚持验、放电制度，且必须按先停电后验电再放电的顺序进行，不完好的机电设备必须及时检修或更换，严禁带故障运行。 4、电器设备必须做到“七无”、“七有”、“三全”、“两齐”、 “三坚持”。即“七无”：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头、无可延燃电缆、无电缆和易燃物接触、无电缆成“8”字型盘圈、无电缆埋压和泡在水中;“七有”：有过流和漏电保护装置、有双风机电源线路、有漏电闭锁和接地选择保护;“三全”：图纸资料全、防护装置全、绝缘用具全;“两齐”设备巷道清洁整齐、电缆悬挂整齐;“三坚持”：坚持使用煤电钻、信号、照明综保，坚持使用瓦斯风、电闭锁装置。 5、坚持使用各种电气设备保护，严禁随意甩掉不用。综合保护器要班班试验一次，低压保护器要每天试验一次，风机保护要利用每月的检修时间试验一次，以确保护护器有效工作。 6、每天检查该巷道的电气设备，并有检查记录，严禁电器设备失爆，设备卫生要干净，开关上架挂牌管理，摆放整齐。 7、检修耙斗机，需要吊装大型部件时，必须选择顶板稳定的地方悬挂吊链，绳套要牢固可靠，有异常时决不允许作业;需要在大型部件下面作业时，必须要用支撑物将部件支撑牢固，并切断设备电源，派专人看护，任何人不经允许不得擅动设备。 7、管线吊挂必须整齐，电缆高度距底板1.8米以上，小电缆挂在大电缆上方，吊挂成一条直线，小电缆与大电缆间距为100mm。放炮线吊挂在距大电缆下方0.3m以外，严禁靠近导体。风水管吊挂高度不低于1.6米，每隔6米挂一个点，风管挂在水管上方，与水管间距200mm，每隔5米用“鱼尾板”分隔开。风水管接头、风钻、风镐接头及联接部分必须拧紧，要经常检查，严禁跑风、漏水和脱扣伤人。 二、机电防爆规定 1、井下所有电气设备入井前必须经过机电部门检查人员严格检查，验收合格后方可下井。未经验收或验收不合格的，严禁入井。 2、领用的防爆设备应由发货单位开具防爆合格证。 3、防爆设备安装时应符合防爆要求，不得出现失爆现象。 4、检修前，保证瓦斯浓度低于0.7%，并使之符合机电质量标准化。 9、工业卫生保持干净，防爆面必须经常打油。 第十节 自然灾害预防措施 一、防治水安全技术措施 1、工作面透水征兆 1)本来是干燥光亮的煤，变得发暗潮湿，无光泽，空气变冷; 2)出现雾气; 3)挂汗; 4)挂红; 5)煤层里发出嘶嘶水叫; 6)底板鼓起; 7)顶板来压。 1、防治水措施 1)地质部门应加强井下水文观测，及时掌握水文地质情况，作好水文地质预报。 2)工作面出现巷道突然变坡，煤墙片帮、冒顶严重时，要立即停止施工，待地质部门采用物探和钻探手段查明原因后，方可继续掘进。 3)施工中要密切观察、检查工作面的煤壁情况，发现有透水征兆时，应马上停止工作，立即撤出人员，并汇报项目部，组织探放水，待确定无水患威胁时，方可掘进。 4)掘进过程中，应严格按照测量部门放定的中线严格施工，偏差不得超过50mm,严格控制巷道超宽。 5)掘进过程中，必须把水泵及4寸排水管紧跟工作面，保证排水系统的完好畅通，排水系统不完善，不得开工。 6)坚持有掘必探，先探后掘的原则。 二、防止火、瓦斯(煤尘)爆炸的安全技术措施 1、火灾、瓦斯(煤尘)爆炸预防措施 1)严格限制易燃、易爆物品下井，巷道内不准存放汽油、煤油和变压器油; 2)井下使用的润滑油、绵纱、布头和纸等，必须放在盖严的铁桶内，不得乱扔乱放。 3)清洗风动工具必须在专用硐室内进行。 4)必须使用阻燃风筒。 5)井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。 6)井上人员必须随身携带自救器，并作到应知应会。自救器定期检查，及时更换，严禁不合格自救器下井。 7)工作面电器设备完好、失爆为零，严禁带电检修作业。 8)专职瓦检员必须现场交接班，下井前检查仪器的安好情况，下井后按规定换气、调零，到工作面盯岗，按规定认真检查瓦斯。 9)工作面回风口必须按规定安设瓦斯传感器，跟班队长、班组长有关领导及流动电钳工必须佩带便携式瓦检仪。 2、瓦斯排放措施 1)当工作面瓦斯超限时，要停工、停电、撤出人员到地面，并及时向项目部汇报。 2)排放瓦斯时，必须严格控制风量，严禁一风吹和高瓦斯浓度排放。 3)排放瓦斯时，要执行瓦斯排放三级管理制度。 4)当工作面瓦斯浓度降到1%以下，CO2浓度降到1.5%以下，经全面检查情况正常，无局部瓦斯积聚，并且稳定30分钟后，方可结束瓦斯排放工作。 5)瓦斯排放过程中，所有人员要听从调度值班人员的统一指挥。 第十一节 现场交接班和工程质量验收制度 1、必须严格执行现场交接班制度，现场交接班必须由班长与班长相互签字执行。 2、现场交接班时，交班方必须将本班的进尺、工具、质量、运输、机电设备的运转情况及留下的安全隐患向接班方交接清楚，接班方接班后必须及时处理交班方留下的安全隐患。 3、验收员必须严格按质量标准化进行验收工程质量，当班出现不合格品时必须当班整改完毕，如当班整改不完的，验收员必须扣尺给接班方整改。 4、每班施工前，由验收员负责在迎头画出施工中线，各小班必须按照施工中线进行施工。 第十二节 其 它 1、每个入井人员必须熟知“入井须知”。严禁携带烟草及点火物品入井，入井前严禁喝洒。 2、每个施工人员必须按章作业，熟知“作业规程”和各岗位的“操作规程”，严禁违章作业，严禁岗上睡觉。 第十一章 文明生产管理及质量标准化 第一节 文明生产管理 1、巷道要经常清理，保持巷道清洁整齐，完工回撤时，对巷道内废旧支护材料、维护材料等杂物分类清运出巷道。 2、巷道内材料要集中码放在距离工作面30~50米以内，码放整齐、挂牌管理，牌物相符。 3、巷道内无淤泥、积水、杂物、浮矸;水管、风筒、电缆吊挂整齐，风筒不漏风，水管不漏水。 第二节 质量标准化 1、工程质量必须严格执行《煤矿安全质量标准化标准》有关规定，并严格考核，定期进行验收。 2、从基础工作抓起，严格执行好各个工序的自检、互检、交接班检查和专检制度，使质量标准化工作能够经常性、持久性的开展下去。 3、巷道保持整洁，工业卫生良好，材料、工具码放整齐挂牌管理，无粉尘堆积现象。 4、每月一次的工程质量验收，参加验收人员必须认真负责，以实测数据为准，严禁走过场，使工程质量验收流于形式。 第十二章 工作面避灾路线 第一节 避灾原则 1、井下发生外因火灾，尤其是电器火灾，一般规定都应首先切断电源，并就近取得消防器材，避开烟雾，用直接灭火迅速将火扑灭。如果由于外部火灾以造成局部巷道支架或煤壁燃着，迅速利用水管将大火或用砂子将大火扑灭。如果灭火无效，应迅速戴好自救器立即出井到地面。 2、井下发生瓦斯煤尘爆炸时，人员应立即撤出地面，如果爆炸或火焰袭来时，应立即背着爆炸波或火焰方向向下卧到。如果来不及戴好自救器时，可口中衔湿毛巾或伏在水沟中，以减轻有毒有害气体的侵袭和高温烧伤。 3、井下发生透水事故时，人立即全部撤出地面。 4、井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，坚持由外向里的原则，全力营救被冒落矸石等埋压的人员。 5、当灾变事故发生后无法撤退时，在就近点风管快速的构筑临时避难硐室，等待救护队的救援。 第二节 现场自救和互救 无论发生水、火、瓦斯、煤尘事故，还是其它灾害事故发生后，首先要设法营救受灾人员，控制事故蔓延扩大，并尽可能采取有效措施进行自救、互救，同时在安全地点向调度室汇报。 井下发生灾害时矿工进行自救、互救的原则及方法： 1、矿工自救应遵守“灭、护、撤、躲、报”的五字原则。 灭：在保证安全的前提下，采取积极有效的措施将事故消灭在初始阶段或控制在最小范围，最大限度的减少事故造成的伤害或损失。 护：当事故造成自己秘在地点的有毒有害气体浓度增高，可能危及生命安全时，及时进行个人安全防护，或佩带自救器或利用湿毛巾捂住口鼻等。 撤：当灾区现场不具备抢救事故的条件或可能危及人员生命安全时，以最快的速度，选择最近的路线，撤离灾区。 躲：如在短时间内无法安全撤离灾区时，应迅速进入预先构筑的避难硐室或其他地点，暂时躲避，等待救援，也可以用现场的设施和材料构筑避难硐室。 报：即立即现场人员报告，或通过电话及其他方法向矿调度室和值班室汇报事故发生的时间、地点、遇险人数及灾情等情况。 第三节 避灾路线 因为措施井底板瓦斯抽放巷是独头巷道，所以井下发生事故时，井下所有人员要立即撤退到地面，并及时汇报调度室。
