岩石集中巷作业规程0.doc

xx矿业集团xx煤矿86三区段（东翼）岩石集中巷掘进作业规程 xx矿业（集团）有限责任公司 掘 进 工 作 面 作 业 规 程 矿 别 xx 矿 施工区队 掘 进 一 队 井巷名称86三区段（东翼）岩石集中巷 持用单位 技 术 科 二00七年十一月二十五日 审 批 记 录 会审主持人 编 审 单 位 签 名 日期 说 明 编 制单 位 编 制 人 负 责 人 会 审 技 术 科 地 测 科 调 度 所 通 风 区 运 输 区 保 运 区 机 电 科 煤 质 科 安 监 处 防 突 区 副 总 批 准 总工程师 审 批 意 见 1、施工过程中严格执行敲帮问顶制度，找净敲帮的活矸危岩，防止掉矸伤人。 2、施工中严格按照锚梁网喷注的支护，严禁随意更改设计或降低支护强度。 3、开窝前10米严格执行“打浅眼（1米）少装药（200克）放小炮（10个）制度”，并对开窝点附近前后10米范围内的电缆、信号线、风水管、抽排管路进行保护，防止放炮崩坏。 4、放炮工作严格执行“一炮三检” 及“三人连锁放炮”制度。 5、严格执行迎头防片帮措施及“清底交窑”制度。 6、严格施工质量过程控制，保证锚杆初锚力不低于300 Km，且做到炮后二次紧固锚固力不低于80KN。 目 录 前 言1 第一章 地质概况2 一、 掘进巷道地质概况2 二、 煤岩层综合柱状图4 第二章工程概况 5 一、 巷道布置平、剖面图5 二、 巷道概况表8 三、 巷道拨门坐标、方位8 第三章 巷道施工 9 一、 施工方法18 二、 施工工序20 三、 施工设备20 四、 循环组织22 第四章 一通三防 24 一、 局部通风24 二、 监测监控26 三、 掘进防突27 第五章 掘进供电.29 一、 掘进供电基本要求29 二、 供电系统图29 第六章 生产系统与经济指标 30 一、 系统线路与说明30 二、 主要经济指标32 第七章 安全技术措施 33 一、 施工前的准备工作 33 二、 拨门、贯通管理34 三、 爆破与爆破材料管理 35 四、 顶板管理 38 五、 “一通三防”管理 44 六、 机电、运输管理 44 七、 掘进防治水 50 八、 矿压观测和成巷维护 50 九、 其它安全技术措施 58 十、 通讯及信号系统管理 58 十一、 避灾路线 58 第八章 其它内容 .59 一、煤质管理 . 59 二、作业环境管理 59 三、施工图牌板管理 .60 四、区队干部安全、质量包干责任制 .61 五、其它 .62 前 言 本规程适用于86采区三区段（东翼）岩石集中巷施工，总工程量550m，预计工期约6.5个月，86采区三区段（东翼）岩石集中巷为锚梁网喷注联合支护。 为搞好安全质量标准化，指导现场生产，规范施工，特编制本规程。本规程根据xx矿技术科提供的xx煤矿86采区三区段岩石集中巷施工图、地测科提供的86采区三区段（东翼）岩石集中巷地质剖面图、86采区三区段（东翼）岩石集中巷地质说明书，通风区提供的“86采区三区段（东翼）岩石集中巷“一通三防”设计、机电科与保运区提供的掘进供电设计，以及煤矿安全规程、井巷掘进各工种操作规程及岗位责任制、采掘生产技术管理规定等进行编制。 第一章 地质概况 一、掘进巷道地质概况 地面概况 巷道施工上方地面多为农田、沟渠。 井下位置及相邻采掘情况 巷道开窝位于86三中车场回风通道内 ，下部与86专回上山和86轨运输机上山空交。巷道底板距86专回上山和86运输机上山顶板空交距离为5.3米、4.2米。 煤 岩 层 情 况 巷道设计在9煤底板施工，距9煤层平均距离约18.5m，距83煤层平均距离约15.1m主要岩性为细砂岩、泥岩、铝质泥岩和紫斑泥岩。煤岩层总体为单斜构造，由于该区段煤层赋存条件较复杂，稳定性较差，在实际施工中岩层可能出现一些变化。 地 质 构 造 情 况 概述 煤岩层总体为单斜构造，产状为5～15∠13～19，平均倾角为12。预计巷道施工到180米处将揭露断层，DF27，产状为25∠60～70、H0-8米，受断层影响岩层较破碎，施工过程中不能排除有隐伏断层存在的可能性。因此要加强顶板管理，切确保安全施工。 水文地质情况 巷道在9煤底板施工，主要充水水源为煤层底板砂岩水，一般赋水性弱，对施工影响不大，但是不能排除有断层与强含水层沟通的可能性，因此在施工过程中要加强防治水工作。 其 它 影 响 因 素 瓦斯涌出量 （m3/min） 0.002 自燃发火期 （月） 无自燃发火现象 煤尘爆炸指数 （％） 无 地温（C） 24 说明煤层一般不自燃，地温属正常地温区。 影 响 施 工 安 全 主 要 因 素 预 测 1、在9煤下可能还发育有83煤层，但是煤层发育不稳定，厚0.3-0.6m不等，因此在施工中应加强顶板管理和煤层探查，防止误揭煤层。 2、巷道在9煤底板施工，主要充水水源为煤层底板砂岩水，一般赋水性弱，对施工影响不大，但是不能排除有断层与强含水层沟通的可能性，因此在施工过程中应加强防治水工作。 3、各煤层均为突出煤层且富含瓦斯，要严格按集团公司有关规定加强煤层位置控制和 “一通三防”工作，确保施工安全。 4、加强巷道与86专回上山、86运输机上山空交期间的放炮管理及警戒工作。 二、煤岩层综合柱状图 地层 岩石名称 层厚 综合柱状 倾 角 岩 性 描 述 二叠系山西组 10煤 2.5-3.5 12 \ 16 黑色，薄层状，质软染手 炭质泥岩 0～0.3 深灰-灰黑色，质脆，局部含粉砂质泥岩 泥岩 2～3.5 浅灰-灰色细中粒结构 粉砂或细砂泥岩互层 2.5～3.6 灰色，富含植物化石, 深灰色夹粉砂质泥岩 细砂岩 6～10 灰色，以石英为主 灰岩 7～12 深灰色夹粉砂质泥岩 以石英为主，细砂结构 第二章 工程概况 一、 巷道布置平、断面图 巷道开窝位于86三中车场回风通道内，施工过程中巷道将与专用回风上山和运输机上山空交，巷道设计坡度3‰上坡。 86采区共有7、8、9三个可采煤层。三区段岩石集中巷布置于9煤层底板巷道标高-400m,距9煤层平均距离平均18.5m。巷道围岩岩性主要为粉砂岩、泥岩、铝质泥岩（详见综合柱状图）。采区煤岩层总体为单斜构造，产状为5～15∠13～19，平均倾角为12。三维补勘资料显示，该采区断层构造复杂。巷道布置于-400m水平，埋深约430m。巷道设计长度550m，巷道断面为半圆拱形，净宽3.4 m，净高3.1m，该巷道后期受7、8、9各煤层工作面的采动影响，为保证有足够的支护强度，采用锚注为核心的联合支护体系。由于该区段煤层赋存条件较复杂，稳定性较差，在实际施工中岩层可能出现一些变化。 二、巷道概况表 序 号 巷道名称 巷道功能 施工层位 设计工程量 （m） 预计工期 （月） 预计服务年限（年） 1 86三区段岩石集中巷（东翼） 运输，通风 9煤底板 550 6.2 10 2 86三区段运输上山通道 行人，通风 9煤底板 54.13 0.6 10 三、巷道拨门坐标、方位 巷道名称 坐标 方位 说明 X Y Z 86三区段岩石集中巷（东翼） 7460.630 1898.204 -399.308┻ 104 86三区段运输上山通道 7450.953 1937.016 -399.42 8┻ 199 第三章 巷道施工 一、 施工方法 1、破岩方式炮掘 （1）爆破图表 （2）爆破质量要求 ①、爆破后表面不应有明显的炮震裂缝。 ②、爆破后巷道成型达到拱圆、帮直、底平、不欠挖，局部超挖不大于150mm，由于层理、节理发育造成的局部超挖，每循环不得超过2处。 ③、眼痕率，硬岩应保留60以上，中硬岩石保留50以上，松软岩石或断层破碎带要达到爆破成型。 （3）保证措施 ①、周边眼距300mm，在施工中要严格控制周边眼的装药量，软岩100150 g/m，中硬岩150200g/m，硬岩200250 g/m。 ②、周边眼布置在巷道轮廓线内100mm。 ③、打眼要定人、定钻、定眼位，打眼要做到准、平、齐、直，准确掌握打眼深度和角度。 ④、严格执行“五不”制度 A、没有光爆图表，班组长不定眼位。 B、班组长不定眼位，打眼工不打眼。 C、打眼工不按眼位打眼或打眼不符合光爆图表要求爆破工不准装药。 D、爆破工不按规定装药，班组长不准放炮。 E、放炮达不到光爆要求要分析原因，提出改进措施，否则不准继续施工。 2、巷道支护 （1）临时支护 ①、支护形式采用带帽点柱及防片帮网。 ②、支护材料 带帽点柱材料选用Φ150mm优质圆木，柱长为26003000mm,柱帽规格为50020050mm优质木料。 防片帮网材料选用Φ6mm棕绳，防片帮网规格宽度与巷道宽度一至，防片帮网下端与拱脊成一至，网目规格 100100mm；圆钢镢子材料选用Φ30mm圆钢加工，长度450mm。 ③、支护参数 点柱株排距800800mm，临时支护距迎头距离不大于800mm。 ④、临时支护平、剖、断面图。 ⑤、质量要求 点柱应落在浮矸（或实底）上，柱帽必须紧贴顶板，并用木楔打上劲，下部接底要垫木板或枕木。点柱必须按规定架设，间距误差不大于100mm。 ⑥、保证措施 A、 打点柱必须及时有效，放炮后用长钎找净顶帮活矸危岩后及时架设，尽量减少空顶时间。 B、点柱必须打牢固，点柱应垂直顶板，点柱必须是优质圆木。 C、打点柱时停止其它作业，并派专人观顶。 D、时刻检查点柱支护情况，发现失效点柱，必须及时打好，发现顶板局部放线，要在该点处及时补打点柱。 E、只有在锚杆打齐并全部安装好后方可拆除点柱。 F、在上部眼打好后，只有在规范使用防片帮网后，方可进行打下部眼工作。 H、固定防片帮网的铁镢子不少于9个，严格按上图布置，铁镢子打入岩石400mm。 （2）、永久支护 ①、支护形式采用锚梁网喷注联合支护 ②、支护材料 锚杆选用M22L2200mm等强锚杆；水泥选用425矿渣硅酸盐水泥，黄砂选用中粗河砂；石子选用粒径为10～20mm的瓜子片，喷射标号C20混凝土，材料混合比水泥黄砂瓜子片为122；钢筋网由φ8的钢筋焊接而成；钢筋梁由φ12的钢筋焊接而成；注浆锚杆杆体长2.2 m，壁厚4.5mm，尾部砸扁，杆体十字交叉钻φ6mm的圆孔。 ③、支护参数 支护参数表 巷道 名称 断面 形状 围岩 类别 净高mm 净宽mm 株距mm 排距mm 锚杆 规格 锚固 长度 排列 形状 86三区段岩石集中巷 半圆 拱 泥岩粉砂岩 3100 3400 800 800 M22mm L2200mm 850mm 扇形 86三区段运输通道 半圆 拱 泥岩粉砂岩 2800 2800 800 800 M22mm L2200mm 850mm 扇形 注浆锚杆破断力 注浆 液水 灰比 水泥添加剂型号 水泥添加剂百分比 注浆时间 注浆 压力 每孔最大注入量 注浆锚杆株排距 注浆锚杆型号 排列 形状 ≥20t 0.71～11 ACZ-1 4～6 3～5min 2.0～3.0Mpa 150kg） 1600 1600 M27mm L2200mm 扇形 锚杆 材料 网目 规格 锚固剂型号 扭矩 锚固力 喷浆 标号 砼配 合比 喷浆水灰比 速凝剂参入量 喷厚 初 复 20SiMn螺纹钢 100 100 Z2937 300N.M 80kN C20 122 0.4～0.5 4-5 30 70 ④、永久支护三视图 ⑤、质量要求 A、喷射混凝土巷道净宽中线至任一帮偏差0～100mm,净高偏差0～＋150mm。 B、注浆锚杆株排距16001600mm，锚喷锚杆株排距800800mm，偏差-100～100mm，锚喷锚杆距迎头距离不大于800mm。 C、锚固力不小于80kN，扭矩不小于300Nm,喷层厚度、强度必须满足设计要求。 D、基础深度不小于设计的90％。水沟宽度和高度允许偏差-30～30mm。水沟中心线允许偏差-50～50mm。 E、铺网时，网间搭接不小于100mm，搭接部分每200mm用8铁丝扎紧，并加挂梯子梁，压紧使之紧贴壁面。 ⑥、保证措施 A、加强中腰线管理，开窝5 m后测量部门要及时放定永久中腰线，安装激光时，每隔40m要延一组中腰线，每隔50m要校对一次。 B、严格按中腰线画轮廓线，按爆破图表定眼位、打眼、装药、起爆。 C、永久支护必须紧跟迎头，锚杆够一排打一排，锚杆根根合格，杜绝穿皮，锚盘紧贴壁面，锚固力不小于80kN，扭力矩不小于300Nm,坚持小班自检、区队日检、矿抽查“三级管理”制度。 D、喷射混凝土 （1）喷射混凝土应尽量做到厚度均匀，并满足参数要求，杜绝漏喷、毛喷现象，以防注浆时漏浆跑浆影响施工。 （2）喷射混凝土所用材料的标号、规格、材质、配比应符合设计要求，并混合均匀，保证喷层强度。 （3）喷浆手要正确掌握好喷头与岩帮及岩顶距离和喷头走向，以保证材料消耗并达到预定喷层的强度要求。 （4）喷浆后24小时的洒水养护必须认真实施，以保证混凝土的强度及防止脱水龟裂的出现影响喷浆效果。 E、打锚杆前必须找净危岩活矸，壁面严整，按线布置锚杆，株排距800800mm，允许偏差100mm。 F、锚杆、钻头、树脂锚固剂三径匹配，否则禁止打眼、安装锚杆。安装锚杆前必须扫孔，按操作规程安装锚杆、不合格锚杆必须及时补打。 G、每隔50m取喷混凝土芯样测定，及时调整混凝土配比并使之符合设计强度。 H、注浆作业保证措施 （1）要保证注浆锚杆孔的设计间排距，并要求垂直于岩面，底脚注浆锚杆下孔，要严格控制孔深，使其与注浆锚杆长度配套。 （2）使用快硬水泥卷应按规程作业，严格控制泡水时间，并保证砸实以满足止浆强度。 （3）浆液配比、水灰比和注浆终压应满足设计要求。 （4）开机前应检查喷层和管路，检查阀门是否完全开启，管路接头要牢靠、严密、有效。 （5）注浆作业应组成专门正规队伍，注浆人员要经过培训，考核合格后才能上岗。注浆机械应由专人负责，有专人监读表头，注浆时要加强信号联系，保证注、停及时反应快速。 （6）遇到漏浆时，可暂停注浆，采取措施封堵渗漏处，几分钟后即可再注。 （7）注浆的孔口阀应注浆后6h拆除，可在第二班进行，拆下的阀门要及时清洗干净，然后抹上机油备用。 （8）注浆人员注意劳动保护，防止浆液材料烧伤眼睛或皮肤，在正注的锚杆下方或前方严禁站人。 （9）每班注浆完毕，要及时清洗注浆泵及其管路，及时维护。 （10）注浆情况及参数应专人负责控制，专人记录，填写工作日志。 （11）注浆锚杆间排距可根据实际扩散半径加以调整，当注浆过程大面积达不到设计终压，一般为浆液沿大裂隙定向扩散所致，可加大增塑剂用量，堵塞大通道，并隔2-7天后，打插心注浆锚杆复注，以保证围岩浆液扩散均匀。 （3）补强措施 ①、遇顶板破碎时锚杆株排距缩为600600mm。 ②、在过断层及破碎带时巷道补强支护设计采用U29型钢及锚注喷联合支护，即在U29型钢支护的基础上喷射一层砼，然后采用型号M27L2200 mm注浆锚杆锚注补强支护，浆锚杆株排距为1600mm1200mm。棚间用5根拉勾。卡子为Φ24mm圆钢加工，备双帽、加垫圈，拉钩用Φ20mm圆钢加工。具体支护断面详见附图所示。 ③、过断层期间采用打金属撞楔的施工方法，撞楔间距为200mm，撞楔采用Φ50mm钢管，长度为2.5m，插入迎头岩（煤）内1.2m，每掘进一次打一排撞楔，交替进行，撞楔后端应固定在U型钢支架上。 ④、若改变支护，必须另外编写专门的补充措施经审批后贯彻执行。 3、装载运输 施工期间，矸石由0.3m3耙矸机装入一吨矿车，经86三区段（西翼）岩石集中巷至86三中车场，进入86轨道上山至下部车场，再由电机车拉至副井下口，经副井提升至地面并打入矸石山。 4、临时轨道铺设 （1）规格型号 轨道使用18Kg/m钢轨，道木使用优质坑木，道木规格1200150150mm。 （2）、质量要求 ①、轨道按中线铺设，轨道中心线与巷道中心线平行，轨道接头处应上齐夹板，道螺丝齐全紧固。 ②、道木间距不大于1m，道木上表面与底板平齐。 ③、轨道接头间隙不大于10mm，内错差不大于5mm，高低差不大于5mm，轨距偏差不大于10mm，不小于5mm。 ④、道钉钉齐、钉牢，每块道木上每股道两根道钉（里外各一根），道钉不得浮、离、歪、斜。 （3）保证措施 ①、钉道严格按井巷掘进各工种操作规程及岗位责任制中的轨道铺设工第1～14条执行。 ②、道钉好后要按轨道质量标准化进行验收，不合格处当班整改 ③、浮矸杂物清理干净，水沟畅通。 ④、小班人员每圆班从外向里全面检查一遍，不合格处及时修整。 ⑤、区队干部必须走一路查一路，发现问题现场安排处理。 二、施工工序 86三区段岩石集中巷采用锚注支护为核心的锚梁网喷注联合支护方案施工工艺 【1、打眼放炮→打顶板锚杆孔→安装顶板锚杆→安装钢筋网、钢筋梁及上托盘→初喷30mm厚顶部混凝土→出矸→打两帮锚杆孔→安装两帮锚杆→安装两帮钢筋网并上托盘→初喷30mm厚两帮混凝土】→【2、复喷70mm厚混凝土→打注浆锚杆孔→安装注浆锚杆→注底角注浆锚杆→注两帮注浆锚杆→注顶部注浆锚杆】→复注（注浆应滞后迎头30m为宜，根据观测结果确定是否复注及复注位置）。 锚杆注浆时采用自下而上的作业方式，先注两帮，再注顶板锚杆。注浆完毕后，根据观测结果确定是否复注及复注位置，主要是对初次注浆时，注浆效果较差的个别孔或是水泥凝结硬化时产生的收缩变形部位，通过复注可起到补注和加固作用，从而易于保证施工质量。 注浆施工工艺流程主要包括三个方面 （1）运料与拌浆即将水泥与水按规定水灰比拌制水泥浆，注浆实施前加入定量增塑剂，保证在注浆过程中不发生吸浆笼头堵塞等现象，并根据需要调整浆液参数。 （2）注浆泵的控制根据巷道注浆变化情况，即时开、停注浆泵，并时刻注意观察注浆泵的注浆压力，以免发生堵塞崩管现象。 （3）孔口管路连接应注意前方注浆情况，及时发现漏浆、堵管等事故，并掌握好注浆量及注浆压力，及时拆除和清洗注浆阀门。 注浆施工工艺如下图所示 附QB152型注浆泵性能参数如下表所示 QB152型注浆泵性能参数 气源压力 MPa 活塞行程 mm 出浆压力 MPa 出浆量 L/min 质量 Kg 耗气量 M3/min 往复次数 次/min 通气管径 0.4-0.63 100 3.2 30 16 ≤0.28 ≤150 3/4” 注浆施工工艺图 三、施工设备 设备名称 型 号 台 数（台） 备 注 耙矸机 ZPY-60B 1 喷浆机 ZHP-转Ⅶ 2 1台备用 风 锤 7655型 6 2台备用 局 扇 27.5KW 2 1台备用 风 镐 G10 1 1部备用 锚注支护所需主要设备与材料如下表所示 设备、材料一览表 名 称 规格或型号 单位 数量 备注 注浆泵 QB152便携式 台 2 1台备用 锚杆锚索钻机 MTQ120 台 2 1台备用 钎子 L2000 根 40 钎头 一字型φ32 个 80 钎头 十字型φ42 个 40 风带 米 100 水带 米 100 铁锤 24P 把 2 高压胶管 米 60 吸浆管 米 5*2 闸阀 DG25 PG32 个 30 压力表 抗震 YK-25 个 10 球阀 Dg Pg40 个 10 混合器 个 2 套管 个 5 高压管接头 变径 个 锚杆阀门联接件 个 30 风动搅拌器 个 5-10 断线钳 把 2 钢锯 把 2 四、循环组织 1、工作制度采用“三八”制作业。 2、循环方式掘支单行作业。 3、劳动组织图表 劳动组织图表 工种 劳动 定额 出 勤 人 数 大班 第一班 第二班 第三班 小计 打眼工 12 5 5 10 耙矸机司机 3 1 1 1 3 推车工 12 4 4 2 10 扒钩工 7 2 2 2 6 打点工 7 2 2 2 6 拌料工 3 2 2 上料工 4 3 3 喷浆手 2 1 1 班 长 3 1 1 1 3 跟班副工长 3 1 1 1 3 工 长 1 1 1 下料工 2 2 2 合 计 58 3 16 16 15 50 在册人数 58 备注 4、正规循环图表 第四章 一通三防 一、 局部通风 通风 参数 s-掘进巷道断面m2 D-风筒直径mm L-最远通风距离m A-最多同时起爆药量kg N-工作面最多同时工作人数 Qm-瓦斯绝对涌出量（m3/min） Km-瓦斯涌出不均衡系数 Vmin-最低允许风速（m/s） Vmax-最高允许风速（m/s） 9.98 600 350 17.1 30 0.16 1.8 煤0.25 岩0.15 4 需风量计算 1、按工作面最多同时工作人数 Q＝4N＝430＝120m3/min 2、按最多同时起爆药量 Q＝7.8/TAS2L2 / p21/3 T-通风时间min取50 L-巷道通风长度（取550m） S-巷道断面积9.98m2 A-最多起爆药量（17.1kg） p风筒进出风比（取1.3）。 Q＝175m3/min 3、按瓦斯涌出量 Q100QmKm1000.161.8 29 4、按最低、最高允许风速验算 岩巷9S＜Q＜240S 岩巷按最低风速验算Qmin913.65＝122.85＜175 按最高风速验算Qmax24013.65＝3276＞175 5、根据以上计算及有关配风规定，确定掘进工作面的需风量为Qh＝ 175m3/min 主局扇的选择 1、局扇风量的确定 QaPQh，（m3/min） Qa1.3175＝228m3/min 2、通风阻力计算 RαLU/S3∑ξρ/2S,（kg/m7） ＝2.610-35501.88/0.28263＋2.6661.210-3/20.28262 ＝120 3、局扇风压的确定 HtRQa2hvR Qa2ρV2/2（Pa） ＝120228/60 2＋1.210-313.52/2 1732Pa 根据以上验算，确定局扇的型号为KDF5 局部通风机参数 供风量（m3/min） 全风压（pa） 功率（kw） 160--260 400--3300 27.5 备用局部通风机 型号 供风量（m3/min） 全风压（pa） 功率（kw） KDF5 160--260 400--3300 27.5 局部通风机安设示意图 二、监测监控 设备名称 瓦斯传 感器 便携式 报警仪 瓦斯断 电仪 信号 电缆 电源电缆 的敷设 技术机处 理系统 设备型号 KG9701 JCB-53A KDJL PUYVR PUYVR KJ2000 数量 2台 3台 1台 690m 170m 1套 安设 示意图 说明 报警浓度T1≥1.0％CH4，T2≥1.0％CH4 断电浓度T1≥1.5％CH4，T2≥1.0％CH4 复电浓度T1＜1.0％CH4，T2＜1.0％CH4 断电范围 T1掘进巷道内全部非本质安全型电气设备迎头传感器 T2掘进巷道内全部非本质安全型电气设备回风传感器 传感器安设T1探头距离迎头≤5米、T2探头距离回风口10米－15米 三、掘进防突部分 1、开工前必须绘制巷道与煤层关系预想地质剖面图，否则不得开工。 2、预想地带地质剖面图要挂矿调度室，施工单位要将施工进度填绘在预想剖面图上。 3、为防止因隐伏构造导致巷道误揭突出煤层，必须采用边探边掘措施。探查点间距要求如下。 当巷道距突出煤层法线距离 探查点距离 备注 ≥30 m ≯150 m 距发现巷道与煤层法距发生变化时，必须查明原因 20-30m ≯100 m 10-20m ≯50m 4、发现隐伏未知断层时，必须停止掘进进行检查，控制断层层位及煤层赋存并采取措施。 5、当巷道距突出煤层法距≤10m时必须采用边探边掘钻孔超前控制煤层层位，杜绝误揭煤层。 6、巷道距突出煤层法距不大于5m时，编制专门的防突设计、措施报集团公司审批。 7、若需揭穿煤层，要严格按石门揭煤规定执行。 8、在已知断层带100m时，必须采用边探边掘钻孔超前控制煤层层位，直至穿过断层带。 9、发现瓦斯异常、岩层产状异常、有煤炮声、围岩裂隙发育、顶底板发生涌（淋）水现象，必须停止掘进进行检查，坚持先探后掘，不探不掘。 10、地质（煤层赋存）探查孔每组不少于3个，应控制煤层全厚。 11、探查工程必须编制探查设计，探查措施，报矿总工程师审批。 12、每循环探查孔必须留有5m的超前距。 13、每次探查工程结束后，通风副总均要组织地测、技术、防突部门编制探查报告，明确允许巷道进尺长度，报矿总工程师审批。 14、井下突出煤层近距离岩巷掘进必须悬挂管理排板，探查点编号，距煤层法距，允许进尺数等内容要填写齐全。 15、探查点要做明显标记并编号，探查报告允许进尺数与现场标记要一一对应，严禁超挖超掘。 16、各种管理排板由掘进施工单位负责管理，严格按探查报告允许巷道进尺长度组织施工。 第五章 掘进供电 一、掘进供电基本要求 （一）局部通风机供电坚决做到“三专三闭锁”，实现双电源。主备局部通风机实现自动切换。 （二）坚决做到采、掘供电分开。坚持井下合理供、用电，“三大保护”装置齐全，动作灵敏可靠，保证井下供电安全、合格。 （三）由变电站引出的馈电线上应装设有短路、过负荷和漏电保护装置。必须用该配电网路的最大三相短路电流校验开关设备的分断能力和动、热稳定性以及电缆的热稳定性，必须用最小两相短路电流校验保护装置的分断动作系数。 （四）电缆的敷设、吊挂严格按煤矿安全规程第468条和469条执行。 二、供电系统图 第六章 生产系统与经济指标 一、系统线路与说明 系统名称 线 路 说明 通防系统 进风 副井→-475主运石门→84大巷→86大巷→86轨道上山→86三中车场→86三中车场变电硐室→86三区段（西翼）集中巷→86三中车场绕道→迎头 回风 迎头→86三中车场绕道→86三中车场回风石门通道→86专用回风上山→86总回→84总回→西风井→地面 监测监控 地面监测站→副井→84大巷→86大巷→86轨道上山→86三中车场→86三中车场变电硐室→86三区段（西翼）集中巷→86三中车场绕道→迎头 防尘供水 地面→副井→-475主运石门→84大巷→86大巷→86轨道上山→86三车场→86三区段（西翼）岩石集中巷→86三中车场绕道→迎头 动力供应系统 供电 86采区下变→86轨道上山→86三车场→86三区段（西翼）岩石集中巷→86三中车场绕道→迎头 压风 主运石门→84大巷→86大巷→86轨道上山→86三区段（西翼）岩石集中巷→86三中车场绕道→迎头 运输系统 排矸 迎头→86三中车场绕道→86三区段（西翼）岩石集中巷→86三中车场→86轨道上山→86大巷→84大巷→副井→地面 运料 地面→副井→84大巷→86大巷→86轨道上山→86三区段（西翼）岩石集中巷→86三中车场绕道→迎头 其它系统 排水 迎头→86三中车场绕道→86三中车场回风通道→86专用回风上山→86四中车场→86轨道上山→86大巷→84大巷副井→地面 通讯 地面→副井→84大巷→86大巷→86轨道上山→86三中车场→86三区段（西翼）岩石集中巷→86三中车场绕道→迎头 系统名称 线 路 说明 主要生产系统示意图 二、主要经济指标 1、支护材料消耗量表 巷 道 名 称 消 耗 量 材 料 名 称 86三区段（东翼）岩石集中巷 86三区段运输上山通道 循环消耗量 每米消耗量 循环消耗量 每米消耗量 砼（m3） 14.49 9.66 4.95 3.3 锚杆（套） 20.63 13.75 16.88 11.25 锚固剂（卷） 41.25 27.5 33.75 22.5 钢筋网（m2） 13.31 8.87 11.25 7.5 梯子梁（米） 11.81 7.87 14.1 9.38 注浆锚杆（套） 11.25 7.5 11.25 7.5 备 注 2、主要经济指标 项 目 单 位 数 量 说 明 定员 在册人数 人 58 出勤人数 人 50 出勤率 ％ 86 循环要求 循环进度 m 1.6 月循环次数 个 54 循环率 90 进度要求 班进度 m 1.6 日进度 m 3.2 月进度 m 89.6 每月按28天 出矸量 循环 m3 33.06 每班 m3 16.53 效率 m/工 0.66 第七章 安全技术措施 一、施工前准备工作 （一）巷道拔门施工前，测量部门要及时给出拔门位置及巷道中、腰线，并用红漆作出标志。 （二）开工前保运区应将耙矸机、喷浆机及其它施工设备就位，电缆及信号线等铺设至施工地点。 （三）通风区应将局扇、风筒及探头等设备准备到位，确保施工单位正常开工。 （四）防突区应将开窝点对帮的瓦斯抽排管落地施工单位挖沟500500mm，沟顶盖大板进行保护。 （五）施工区队在开工前的准备工作 1、必须对工作环境和安全情况进行确认 ⑴无超前临时护顶、护帮材料及备用料的，严禁生产。⑵风筒至迎头距离及掉挂瓦斯警报仪和探头悬挂位置未按要求实施的，严禁生产。⑶顶、帮锚杆未紧跟迎头，超过规定帮锚杆株排距；架棚巷道支架存在“三空”的，严禁生产。⑷锚杆锚固力、扭紧力矩未达到规定值；有失效锚杆，锚杆安装角度、外露不符合规定，未重新补打的，⑸后路严重失修，有安全隐患，严禁生产。 ⑹安全设施不齐全或不能正常使用的，严禁生产。⑺迎头地质条件发生变化，原支护不能满足要求时，未制定针对性支护措施，严禁生产。 2、对施工地点后运系统的安全设施齐全