11103运输石门掘进作业规程1.25.doc

第一章 概况 工程名称 11103运输石门掘进 工程量 70m 用 途 11103采区运输、行人、管线铺设 煤岩类别 岩 巷道净断面 8.18㎡ 服务年限 3年 支护方式 锚网喷支护方式 装运方式 人工装车、推运 进风方式 压入式通风 所需风量 441.6m /min 所 需 设 备 FBD-7.1型矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机两台（一台备用），电机功率230kw，风筒600mm、风钻、锚索机、喷浆机等。 预计开工时间 2018年1月28日 预计竣工 时间 2018年4月 第二章 地面相对位置及地质水文情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 地面标高（m） 1330m 井下标高（m） 1100m 地面的相对位置及建筑物 工作面相对地表无良田，为土坡，无建筑物，无水体。 井下位置及掘进对地面设施的影响 11103运输石门在C11煤层顶板布置，位于水井湾自然村东北方，地表为山坡，无建筑物。该掘进巷道与地表最小垂深230m，对地面影响不大。 邻近采区 开采情况 巷道上部为副井和总回风井筒，北部为井底车场、中央变电所及泵房，东为11102回采工作面，距采面300米，西部及南部无施工工程。对11103运输石门掘进无影响。 巷道开口方位 77 巷道坡度 3‰ 第二节 煤岩层赋存特性 由于该区域工程控制程度不够，向深部掘进，没有掌握详细情况，有待进一步探明，但从主副井延伸情况看，没有大地的质变化，南部边界为F4逆掩断层，北边为主、副井筒，但矿井整体呈一单斜构造，构造复杂程度中等，岩层倾角一般为25，但局部产状会有变化。 C11煤岩层结构及顶底板特征 煤岩层情况该石门巷道布置在C11煤层顶板， C11煤层倾角24、走向182，煤层结构简单，无夹矸或偶含薄层炭质泥岩夹矸。C11煤层顶板为粘土岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板，平均厚度为20.7m；底板直接底板为碳质粘土岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。 第三节 水文及瓦斯等情况 1、水文地质条件简单，主要水源来自顶板裂隙水，对掘进无影响。 2、黔西郁家寨煤矿矿井C11煤层瓦斯绝对涌出量为3.68m3/min，二氧化碳绝对涌出量 2.09m3/min，瓦斯相对涌出量为37.02m3/t，二氧化碳相对涌出量16.74m3/t，经鉴定该矿井为高瓦斯矿井，按突出矿井管理。 3、煤尘 根椐本矿煤层煤尘爆炸性测试，按煤尘无爆炸危险性设计。 4、自燃 根椐本矿煤层自燃倾向性鉴定，煤层三类不易自燃倾向性进行设计。 5、地温为地温正常区。 6、地压本矿井未发生过冲击地压。 7、突出危险性 C11煤层经鉴定有煤岩与瓦斯突出危险性。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置及施工顺序 11103运输石门巷道布置在C11煤层顶板内。施工起点以总回风井底H9点为中线，方位77 ，坡度3‰，测点标高1101.7m。施工顺序为 1、首先在施工起点按设计掘进15m；2、调整方位后以方位302 ，坡度-3‰掘进22m与副井底贯通；3、再调整方位后以方位122，坡度3‰掘进21m掘至C11煤层。（见附图二） 第二节 支护工艺 一、支护参数设计及材料规格 工程名称 形状 断面参数 支护方式 墙高 净宽 净高 净断面 11103运输石门巷道 半圆拱型 1.3 m 3.2m 2.9m 8.18㎡ 锚、网、喷浆 联合支护 1、由于该石门巷道布置在C11煤层顶板中，该煤层顶板比较稳定，从邻近已掘巷道矿压对巷道的破坏程度，以及所采用的支护形式的效果，决定11103运输石门巷道采用锚、网、喷浆联合支护。锚杆采用φ202000mm普通螺纹钢树脂锚杆，锚固剂采用MSCK2335树脂药卷，托盘1001008mm。在巷道跨度大、过断层、或顶板破碎时要增加锚杆锚索加强支护。锚索直径不小于Φ15.24、长为6300mm，排距和索距均为2.0m；锚网φ6 mm2000 mm1000mm，网格100 mm100mm。，顶板及两帮安装锚网时，锚网搭接长度不得小于100mm。 2、巷道水沟水沟断面为矩形，净宽0.3m，净深0.3m，设在巷道的右帮。 3、施工时，必须按巷道设计方位角挂巷道中线、按巷道设计坡度挂施工腰线，其施工误差不大于掘进安全质量标准化检查标准及评分办法 二、永久支护形式 1、采用锚杆、锚网、喷浆联合支护。 2、锚杆间排距为800mm800mm，锚网为2000mm1000mm，搭接长度100mm。锚索间排距为2000mm2000mm，正常掘进时，锚网支护必须紧跟迎头。喷浆厚度为100mm。 3、安装锚杆要求 1锚杆间排距为800mm800mm,误差100mm，锚杆外露长度为≤50mm，锚杆托盘必须紧贴岩面。顶锚锚固力不小于80kN，帮锚锚固力不得小于顶锚设计值的80kN，螺母扭力矩顶锚杆不小于120N.m,帮锚杆不小于60N.m。 2顶锚杆角度不小于75,遇裂隙时,锚杆要尽量垂直于裂隙面,帮锚杆垂直巷帮布置。 （3）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。 4顶帮药卷均使用MSCK2335树脂药卷,每孔使用顶三根帮二根锚固剂。安装锚杆时将锚固剂外包装袋去掉,用锚杆体顶住送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌过匀速推进到孔底,搅拌时间为30～45s。 4、锚索支护要求 1锚索支护形式，每根锚索不得小于四个药卷。 2打锚索使用锚杆钻机,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻杆折断。 3锚索眼深6.3m,药卷搅拌时间按药卷使用说明书,严禁随意截短药卷或钢绞线。 4锚索承载能力应在250KN以上。 5锚索应尽量与岩层层面垂直布置, 锚索露出锁具长度为150～250mm。 6如遇顶板节理发育,松软,压力显现地段加密锚索布置，且紧跟迎头。 三、临时支护 1、临时支护形式 1临时支护采用2根钢梁,每根长钢梁分别用不少于三道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上。前探梁的上方用木板护顶，木板长度不小于2.8m,厚大于50mm。 2前探梁及吊环规格 吊环为φ18mm钢筋焊接加工的U型吊环，前探梁采用长4.0m的9工字钢梁。 3吊环的固定使用加工的吊环时,用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上且螺母必须拧满扣。 2、临时支护工艺、工序及要求 1操作人员站在安全可靠的支护下,用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸煤并进行敲帮问顶,确保无问题后,人员站在永久支护下,挂第一片顶网,顶网联好后,在紧靠迎头两排锚杆上好吊卡,施工人员及时顶起网,前移前探梁，穿前探梁时,必须有专人观顶,顶板维护好后,再由外向里打顶锚杆进行支护。 2上前探梁时,不少于3人,1人观察顶板,2人托起工字钢穿至吊环内并上紧吊环。 3前探梁移到迎头后,在所有吊环的上面用木楔背紧。 4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,由外向里加强点柱支护后确认安全方可继续施工。 3、锚杆支护工艺及要求 1一排锚杆距离→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤,并进行敲帮问顶→上前探梁→开始打锚杆挂网→先打顶部锚杆→每打一根上好托板紧固螺母→用扭矩扳手检查扭力是否合格→打起顶锚杆后→打帮锚杆。 （2）、锚杆间排距按设计进行布置,扭力矩和锚固力达到设计要求。 四、锚杆、锚索支护质量标准 检查项目（设计值） 质量标准及允许偏差 锚杆的杆体及配件的材质、品种、规格、强度、结构 必须符合设计要求 锚固剂的材质、规格、配比、性能 必须符合设计要求 顶板离层安全监测 煤巷必须对顶板离层进行安全监测测点布置的符合作业规程规定，监测资料齐全 巷道净宽中线至任一帮距离误差 0～50 mm 巷道净高测全高 0～50 mm 锚杆安装质量 符合作业规程规定，安装牢固，托盘密贴壁面 顶锚杆的预紧力≥ 60 Nm； 最低值不小于设计值 帮锚杆的抗拔力≥64KN； 最低值不小于设计值 铺网质量φ6 mm钢丝联网，网间搭接100mm,联网间距200mm 符合设计要求，网间压接基本牢固 符合设计要求，网间压接牢固，并压实 锚杆间排距 100mm 锚杆孔深度 0～50mm 锚杆角度 ≥75 锚杆外露长度 30～50mm 锚索间距 100mm 锚索外露长度 150～250mm 第三节 支护设计 一、确定巷道支护形式 根据C11煤层顶板地质资料及巷道用途，确定11103运输石门采用半圆拱型断面，支护为锚、网、喷浆联合支护, 喷浆厚度100mm。在巷道跨度大、过断层、或顶板破碎时要增加锚杆密度和锚索加强支护。 二、巷道支护断面 11103运输石门巷道净断面为8.18㎡，巷道净宽3.2m，净高2.9m。 三、支护参数设计 一采用类比法合理选择支护参数 根据矿压观测资料和同煤层邻近巷道的支护经验,选用φ20mm2000mm的普通螺纹钢树脂锚杆,间排距800800mm；锚索选用Φ15.24mm6300mm钢绞线，间排距为2000mm2000mm。 锚杆锚固力不小于80KN,扭力矩不小于120N.m,帮锚杆锚固力不小于顶锚的80KN,扭力矩不小于60N.m；锚索锚固力不小于250KN。 二采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 ①锚杆长度计算LKHL1L2 式中 L---锚杆长度， H---冒落拱高度，m; k---安全系数，一般取K2.5； 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 式中 B---巷道留设宽度，取4.5m; f---岩石坚固系数，砂岩取3.0。 则L20.60.40.11.7m 根据计算结果，选取长度必须大于计算长度，因此选取锚杆长2.0m。 ②锚杆间距、排距计算设计间距、排距均为a，则 a 式中 a---锚杆间排距，m； Q---锚杆设计锚固力，64KN／根； H---冒落拱高度，取0.6m； γ---被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN／m3； K---安全系数，一般取K2.5。 a1.46m 取a800mm。 ③验算 通过以上计算，选用直径φ20mm、长度2000mm的螺纹钢锚杆，锚杆间、排距800mm，锚杆打设后要及时全断面挂钢筋网，搭接长度为100mm，并用12铁丝绑紧扎牢。 通过以上计算，该巷道原采用的锚网支护满足现目前支护强度。 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 1、该巷道开口点位于总回风井底H9点标高1101.7m处，以77 方位角掘进。 2、巷道支护形式为锚、网、喷浆联合支护。 3、施工工艺流程安全检查→延放中线→爆破→敲帮问顶、临时支护→装煤矸运输→永久支护→质量检查→交接班。 4、该巷道使用YT-29风钻配Φ42钻杆打眼，选用煤矿三级许用安全乳化炸药、毫秒延期电雷管1-5段爆破，放炮器使用FMB-200型，皮带运输机配合刮板运输机运输。 5、降尘方法采用湿式打眼、放炮使用水炮泥、装岩洒水、爆破喷雾、爆破后冲刷顶帮等措施。 第二节 凿岩方式 采用ZY24风钻配Φ42钻杆打眼，三级煤矿安全炸药及煤矿许用毫秒延期电雷管进行爆破，最后一段的延期时间不超过130ms。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药，不同厂家生产的或不同品种的电雷管不得掺混使用。掏槽方式为楔形掏槽，使用不燃性粘土和水炮泥填封炮眼 第三节 爆破作业 一、炸药、雷管 采用煤矿许用延期毫秒电雷管引爆；三级煤矿许用安全乳化炸药。 二、起爆方式 1、采用MFB-200型发爆器发爆，全断面一次打眼、分两次装药、分两次起爆，联线方式为串联。首先起爆掏槽眼和辅助眼，再起爆周边眼和水沟眼。 2、炮眼装药结构示意图 三、炮眼布置图、预期爆破效果及爆破说明书 1、炮眼布置图 2、预期爆破效果 工作面瓦斯情况 ﹤0.8％ 循环进度（m） 1.6 掘进断面（㎡） 9.63 循环爆破实体岩（m） 15.4 炮眼利用率 100 每米爆破实体岩（m） 9.63 炮眼深度（米） 1.61.8 循环炸药消耗（kg） 15.3 炮眼数量（个） 44 循环雷管消耗（个） 44 火药种类 煤矿许用Ⅲ号乳化炸药 每米炸药消耗（kg） 9.56 雷管种类 1-3段毫秒电雷管 每米雷管消耗（个） 28 3、爆破说明书 眼 名 序 号 深 度m 炮眼倾角（） 长 度m 单眼装药量kg 装药 总量 kg 联线 方式 水平 竖直 掏槽眼 1-7 1.8 20 0 12.6 0.6 4.2 串联 辅助眼 8-18 1.6 0 0 17.6 0.3 3.3 周边眼 19-36 1.6 3 0 28.8 0.3 5.4 串联 底眼 37-43 1.6 0 -3 11.2 0.3 2.1 水沟眼 44 1.6 0 -3 1.6 0.3 0.3 合 计 44 71.8 15.3 四、站岗、启爆点及撤人范围设置 1、警戒点、启爆点及撤人范围设置 ⑴ 警戒点a、副井底至总回风巷交叉点；b、永久避难硐室至总回风井交叉点；c、11103回风绕道至总回风井交叉点；d、11102采区回风巷至总回风井交叉点；e、总回风井入口处。 ⑵ 启爆点设在中部车场永久避难硐室； ⑶ 撤人范围a、作业面所有人员；b 、总回风井回风流中所有人员；e、井底车场至总回风巷所有人员。 注雷管、炸药必须分开存放在特制的绝缘木箱内并加锁锁好，存放位置应在起爆地点附近支架完整、顶板完好、无导电体、比较干燥躲避硐室内。 第四节 装、运岩方式 一、装载运输方式 掘进工作面采用人工装渣矸到矿车，经人工推运至井底车场，挂钩后副井绞车提升至地面。 二、运输路线 11103运输石门掘进面渣矸 → 人工装车 → 总回风井底平巷→井底车场→ 副井提升 → 地面 第五节 管线及轨道敷设 1、在掘进施工中所敷设的电缆、风、水管等均应按规程要求进行设置，电缆吊挂牢固整齐、风水管在帮上设桩设置、管路连接头严密良好，无泄漏现象。 2、轨道铺设 工作面掘进临时轨道规格18kg/m，轨距为600mm，枕木规格长1200mm宽140mm厚120mm，间距800mm，轨道铺设必须符合质量标准化验收标准中的规定 ①轨距允许误差5mm； ②、高低水平错差不大于5mm； ③、轨缝间距不大于10mm； ④、轨枕间距不大于1.0m，轨枕标准、统一； ⑤、轨型一致，规格11kg/m，磨损锈蚀不超限； 序 号 设备工 具名称 型号规格 功率 KW 单 位 数量 备 注 1 风煤钻 ZQS-50 台 4 两台使用 两台备用 2 凿岩机 YT-29 台 2 一台使用 一台备用 3 局扇 FBD№7.1/2*30 230 台 2 一台使用 一台备用 4 材料车 KFU1.0-6 辆 2 材料运输 5 发爆器 MFB-200 台 2 一台使用 一台备用 6 锚杆机 MQT-120 台 2 一台使用 一台备用 7 喷浆机 台 2 一台使用 一台备用 3、设备及工具配备 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 巷道掘进采用“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产，日进3个循环，每循环进尺1.6m。 劳动组织表 工 种 出 勤 人 数 夜 早 中 合计 打眼爆破工 2 2 2 6 装岩、煤工 2 2 2 6 运 输 工 2 2 2 6 安 全 员 1 1 1 3 瓦 检 员 1 1 1 3 班 长 1 1 1 3 合 计 9 9 9 27 第二节 循环作业图表 为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。 施工循环作业图表 第三节 主要技术经济指标 序号 项目 单位 指标 备注 1 在册人数 人 27 2 每循环出勤人数 人 9 3 出勤率 89 4 循环进尺 M 1.6 5 效率 m／工 0.18 6 月循环次数 个 72 按24天/月 7 月进尺 m 115 8 循环率 80 10 雷管消耗 发/m 21.5 11 炸药消耗 Kg/m 7.35 第六章 生产系统 第一节 运输系统 1、装载方式巷道掘进施工中，工作面采用人工铲装碴矸装入矿车。 2、斜井提升信号在井底车场、井口信号室、绞车房分别设置信号铃，规定一停、二提升、三下放；设置信号铃一声停、二声提升、三声下放。 3、运料系统地面料场→副井→井底车场→总回风平巷→11103运输石门工作面。 4、排矸系统11103运输石门渣矸→总回风平巷→井底车场→副井提升→地面。 （见附图三） 第二节 供电系统 1、动力电从井底变电所接线通过总回风井平巷到11103运输石门工作面设备供电。 2、风机供电来自副井底变电所专用线路。 3、在施工巷道每隔1.0m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，电缆钩采用矿井专用挂钩吊挂，永久电缆钩距工作面迎头不大于50m。开关、设备安设必须整齐、卫生，且距轨道距离不得小于500mm。 第三节 供水、防尘系统 （一）供水路线地面→副井→井底车场→总回风平巷→11103运输石门工作面。（见附图四） （二）防尘措施 1、11103运输石门工作面距迎头30米左右位置，设一道水幕，工作面迎头洒水降尘，巷道内沉积粉尘堆积长度小于5m，厚度不大于2mm。 2、施工过程中，11103运输石门设2寸水管，每隔50m安装一个三通阀门便于洗尘，水管吊挂平直，高度不低于1.8m。与其它管路上下间隔0.2m，在开门处适当位置安装一个三通阀门。 3、工作面采用湿式打眼，做到无水不开钻、停水停钻，并使用好水炮泥。 4、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用焊接固定架，水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90，水幕安装距顶板距离不大于300mm，全断面覆盖喷雾。 6、定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周一次。 7、对于产生粉尘飞扬和粉尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。 8、迎头工作人员要佩带防尘口罩，工作面坚持湿式打眼。 9、采用湿式打眼、使用水泡泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲洗巷帮、净化风流。 侧式供水管路 巷道内水幕及独头水幕 装岩洒水水管 炮 掘 装水炮泥水管 爆破喷雾水管 冲刷巷帮水管 防尘系统框图 第四节 压风系统 1、地面→副井→井底车场→总回风平巷→11103运输石门工作面。（见附图五） 2、压风自地面压风机（型号LGF31-20/8-H），管路经上述路线输送至迎头。 3、压风和供水用于打钻、压风自救和降尘等工作。 第五节 排水系统 工程排水考虑到巷道会遇到涌水，或巷道不能达到千分之三的坡度，按正常1m3/h进行考虑，施工300300（mm）临时水沟，由11103运输石门排到井底车场水沟，再到井底水仓，经水泵抽排至地面。 第六节 通讯系统 在主副井井口、绞车房、井底部车场、11103运输石门掘进面等位置设电话，以便与矿井调度室取得联系，保证安全生产通讯联络。（见附图六） 第七节 人员定位、视频系统 在主、副斜井、上部车场、中部车场、井底车场及采掘主要巷道，有人员活动的区域，安装人员定位读卡器，对矿工进行远距离自动监测识别,实现对井下人员的定位功能,其数据经电缆线传至地面人员定位系统电脑。在副井口、上部车场、永久避难硐室、探钻钻场等位置安装矿用本安型数码摄像机，用于煤矿事故勘查取证、视频探钻、运输提升等安全生产状况的监控。（见附图七） 第八节 监测监控系统 （一）通风监测仪表位置及断电范围（见附图八） 1、安设一个瓦斯断电仪探头T1设在距迎头不大于5m处。T2设距回风口10-15m处的回风流中。 2、断电范围T1、T2工作面及回风流中的全部非本质安全型电气设备。 3、报警浓度T1≥0.8，T2≥0.8。 4、断电浓度T1≥1.2，T2≥0.8。 5、复电浓度T1、T2＜0.8。 掘进传感器安装示意图 （二）便携式甲烷报警器的配备和使用 管理人员、电工下井时必须携带便携式瓦斯报警器，对其分管范围内的瓦斯进行不间断的监测，如有报警现象（瓦斯报警点为0.8），必须立即进行处理。 第九节 通风系统 一、工作面风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q掘 100q煤瓦绝k掘通（m/min） 式中Q掘 工作面实际需要的风量，（m/min）； Q煤瓦绝 工作面的瓦斯绝对涌出量，（3.68m/min）； k掘通 工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通 1.2； Q掘 1003.681.2 441.6m3/min 2、按炸药量计算 Q掘 25A m/min 式中A 工作面一次爆破的最大炸药用量，Kg； Q掘 2515.3382.5 m/min 。 3、按人数计算 Q掘 4Nm/min 式中N 工作面同时工作的最多人数，取9人。 Q掘 4936 m/mi Q掘max{441.6，382.5，36}441.6 m/min； 2、风量验算 （1）通过以上计算及验算，选用FBD-7.1型（230KW）矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机（额定风量为420620m3/min）可以达到要求。使用2台实现双风机双电源必须能自动切换。 （2）掘进工作面风量验算 ①按最低风速验算。 Q≥9S净＝98.18＝73.62 m3/min ②按最高风速验算 Q240S净2408.18＝1963.2 m3/min 根据验算，实际供风量满足施工要求。 二、风机选型 1、根据风量计算和验算，决定选用FBD-7.1型（230KW）矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机，额定风量为420640m3/min。风筒为具有煤安标志的阻燃、抗静电柔性风筒，风筒直径为600mm。 2、局部通风机安设在副井底新风流处，此处实测风量为477.2m3/min，所以供风量大于所需风量。 三、定放炮后通风时间计算 放炮排炮烟时通风时间≮30分钟。 四、局部通风机及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等； 距工作面不大于50m范围安设覆盖全断面的喷雾装置，在11103运输石门及回风巷道中安设一组覆盖全断面的喷雾装置； KJ90NB型甲烷传感器探头设在回风侧（风筒对帮），T1甲烷传感器探头距工作面迎头不大于5m，T2甲烷传感器探头距专用回风口（回风侧内）迎头10-15m，探头距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。 五、通风路线 地面新风 → 副斜井 → 井底车场 → 局部通风机 → 风筒送风 → 11103运输石门掘进面 → 总回风井 → 地面。（附图九） 第十节 防灭火系统 1、巷道内每隔50m设消防阀门和支管一个；防火水源与防尘水源相同。 2、巷道内浮尘要定期冲洗和清扫。 3、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放在盖好的铁桶内，严禁将用过的棉纱、剩油、废油留在巷道内。 4、严禁明火作业和电器失爆。 5、刮板输送机、皮带运输机机头处配备一把消防锹和0.2m3的灭火砂，消防锹及灭火砂不得挪作它用。 6、灭井下火灾时必须严格按煤矿安全规程第244条规定执行。 7、若电器设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。 8、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。 第七章 安全技术措施 第一节 施工准备 一、施工前，该掘进作业规程经贯彻学习后，方可入井作业。 二、开口前，必须对开口处巷道支护进行检查加固，并将各种管线掩护好。 三、开口前，应提前接好风水管线和风筒，准备好作业工具和支护材料。 四、施工时，严格按地测给定的中、腰线进行施工。 第二节 “一通三防”管理 一、通风管理 1、加强通风管理，局部通风机必须由专职人员挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。 2、风机安装要进行吊挂或垫高离地距离不得小于300㎜。 3、风筒要用抗静电、阻燃的Φ600的风筒。风筒吊挂要平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3％。 4、管理好瓦斯牌板，不得损坏。 5、局部通风机要正常运转，除意外原因，任何时候均不得随意停开。无计划停电时，要撤出人员，查明原因，等待处理。 6、计划停风时，必须撤出人员，切断电源。在恢复通风前，必须由瓦检员进行检查，当停风区中最高瓦斯浓度达到或超过3.0，体积达到或超过0.5m时，必须由技术部门编制专门的瓦斯排放措施，并经矿总工程师审批后执行；当停风区中最高瓦斯浓度小于3.0和最高二氧化碳浓度小于3.0时，由当班跟班矿长负责指挥排放，排放时采用控制风量法排放前瓦检员必须对局部通风机及其开关附近10m内风流中的瓦斯浓度进行检查，若瓦斯浓度均不超过0.5时，方可人工开启局部通风机，否则，必须采取措施进行处理。 7、工作面必须实行“三专两闭锁”。 8、风量不足、防尘设施不齐严禁作业。 二、瓦斯管理 1、工作面必须安装使用符合煤矿安全规程要求的防爆电器设备。 2、带班矿长、技术员、班组长、电工下井时必须携带便携式甲烷报警仪，如有报警现象必须进行处理。 3、严格执行瓦斯检查制度，加强瓦斯管理,设置专职瓦斯检查员对工作地点进行瓦斯等有害有毒气体的检测，每班不少于3次，间隔时间均匀；特殊地点（高冒区、破碎区、地质构造带等）要随时检查。 4、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时，都必须执行“一炮三检”工作，并认真如实填写“一炮三检”牌板和记录本。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头5m处的地点。 5、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。 6、工作面风流中瓦斯浓度达到0.8时，必须停止使用电器；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8时，严禁爆破。工作面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；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面内，体积大于0.5 m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。 7、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。 8、对发生冒顶地点（长度超过2m，高度超过0.5m），要及时采取喷浆，然后用道木、背板充填接实，防止有害气体积聚。 三、防尘管理 1、施工人员佩带防尘口罩。 2、距工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于一次炮所用的已灌好水的水炮泥；炮眼内必须按要求装入水炮泥。 3、放炮时、装煤前必须喷雾和洒水。 4、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。 5、迎头安装爆破喷雾，爆破时降尘，装岩机机头安设独头喷雾，运行时打开。 6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。 7、防尘管路必须接至迎头，每50m设支管、阀门一个，以便及时降尘。 四、防火管理 1、巷道内的防尘管路应每隔50m设置支管和阀门，并能正常使用。 2、对巷道掘进过程中出现的高冒区，进行黄泥土充填。 3、工作面应设1个0.2m沙箱，2个灭火器，4个沙袋,2把消防铁锹。 迎头工作人员都必须熟悉工作区域内灭火器材的存放地点和使用方法。 4、职工应配戴自救器，并保证完好，每位工作人员必须熟悉使用自救器后方可上岗。 5、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须放在盖严的铁桶内；用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内；并有专人定期送到地面处理，不得乱仍乱放，严禁将剩油废油泼洒在巷道内。 6、如巷道内出现明火，应尽量最大可能直接灭火，并及时向矿调度室汇报；不能直接灭火时，必须切断电源，配戴自救器撤出。 7、电气设备着火时,应首先切断电源,在切断电源前,只能使用不导电的灭火器材进行灭火。 第三节 顶板管理 一、工作面严禁空顶作业，支架必须按规定用木板背紧，掘进中必须使用好前探梁。 二、掘进中，施工人员必须坚持“敲帮问顶”制度。 三、找顶工作必须遵守下列规定 1、找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。找顶工具为Φ18mm、长3.0m的六棱钎子，一头尖一头扁。 2、找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入或逗留。 3、找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。 4、顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。 四、每次爆破后，施工人员必须等够30min时间后，由爆破工、瓦检工和班组长等“三人制”人员首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、矿尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板等情况。发现爆破崩坏的支护应先修复，按要求前移前探梁至迎头。 五、施工中如顶板破碎或过断层、动压大时，迎头上不得存在空顶面积，当班班长应在迎头亲自指挥，一切工作应在临时支护和永久支护下进行，严禁空顶作业。 第四节 锚杆（索）施工管理 1、施工前、施工过程中，必须严格执行敲帮问顶工作，由当班负责人或指定的专人负责找清作业范围内的悬矸活石。找悬矸时必须2人一组，1人负责找悬矸，另1人负责看护安全。在打锚杆眼和锚固、挂网时，都必须明确专人看安全。 敲帮问顶注意事项 ①人员必须站在安全可靠处，当岩块掉落时有躲避的空间。同时找矸人要戴上手套，预防矸石掉落时擦伤手指。 ②先在作业点外的安全处，靠顶、帮较稳定的一侧由外向内用尖钎敲帮问顶。 ③找矸人不得用尖钎垂直棚顶找矸，防止岩块掉落砸伤找矸人员。 2、施工前，必须用相应长度的摩擦支柱，对离层矸石进行临时支护、稳固，施工点准备好摩擦支柱2～3根，支柱间距0.8m，打锚杆与锚固工作不得同时作业，每打完一个锚眼必须紧接着锚固此锚眼，此锚眼未锚以前，严禁打其它锚眼，确保施工人员在已锚固顶板下作业，以确保安全，一个点施工完后，再向下一个点移动。 3、对面积较大有空响的顶、帮，打锚眼前必需用相应长度的摩擦支柱对顶、帮进行临时支护，施工过程中必须随时注意观察顶、帮围岩变化情况，发现隐患及时处理。 4、作业高度比较高时，必须根据现场的实际情况搭设好操作平台或脚手架，只有在操作平台或脚手架搭设稳固后才能操作。 5、打锚杆眼时，施工队必须派人在施工点前、后各10m的范围内设警戒牌，当人员需要通过施工点时，必须经看安全人员或施工负责人同意后，才能通过施工地点。 6.正确处理好打锚眼与锚固的关系，打锚眼自下向上进行，打锚杆与锚固不得同时作业，锚眼打好一排后，必须立即锚固后才能施工前排锚眼，对局部顶板破碎点，采用打一个锚眼，必须立即锚固好后才能再打下一个锚眼，确保施工人员在已锚固顶板下作业。 7、加强在锚杆锚固时的操作管理，防止因误操作或操作不恰当而造成的人员受伤。 8、施工队每班施工完毕，必须清理好工具、材料，分类堆放整齐，清理干净铁道上的矸石、杂物等。 9、锚杆施工完毕，搞好现场质量标准化，做到人走场地净。 第五节 喷射混凝土 1、准备工作 ①检查锚杆安装和网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。②清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。③检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。 2、喷射混凝土的工艺要求 喷射顺序为首先用高压水对巷道表面的灰尘进行清洗，以利于喷射混凝土与巷道壁的充分结合。然后先墙后拱（临时支护先拱后墙），从墙基开始自上而下进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8～1.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射时，喷浆机的供风压力在0.4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量凭射手的经验加以控制。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度50～70mm，并要及时复喷，确保喷浆总厚度不小于100mm，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。顶帮有淋水时，适当控制水量、增加速凝剂用量保证喷浆支护质量。 3、喷射工作 喷射工作开始前，应首先在喷射地点清理干净，以便收集回弹料，喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次，一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。 开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射中突然发生堵塞故障处理堵管子时，必须停料、停机，再关水，最后停风，严禁喷头对着施工人员，确保停电、停风、停水后方可解开喷浆管路处理堵管子。 4、喷射质量 喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。 第六节 爆破管理 一、爆药、雷管的领送工作只能由爆破工持证进行，由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定 1、电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送。 2、爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内；电雷管和