39超前溜煤眼掘进作业规程 .docx

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1、攀枝花恒鼎煤业有限公司绿环煤矿39#采面超前溜煤眼掘进作业规程掘进工作面名称：39#采面超前溜煤眼编制人：矿长：编制日期：2019年3月11日执行日期：年月日矿审批意见同意本规程内容，并提出以下审批意见，请一并贯彻执行：1、放炮前班长必须在所有能进入放炮地点的通道设置警戒，放炮警戒必须由班长亲自布置和解除。2、严格执行敲帮问顶工作，专人进行敲帮问顶。3、支护间距、巷道坡度必须严格按照规程规定执行。4、加强局部通风管理，风筒吊挂平直，破口修补及时，风筒口距离掌头距离符合规程要求，严禁无风、微风或瓦斯超限作业。会审人员签字:技术科：安全科：调度室：通风科：机运科：机电副矿长:安全副矿长：生产副矿长

2、：总工:目录第一章概况5第一节概述5第二节编写依据5第二章地面相对位置及地质情况6第一节地面相对位置及邻近采面开采情况6地面相对位置及临近采区开采情况表6第二节媒（岩）层赋存特征7第三节地质构造8第四节水文地质8第三章卷道布置及支护说明9第一节巷道布置9第二节矿压观测9第三节支护设计10第四节支护工艺H第四章施工工艺13第一节施工方法13第二节凿岩方式14第三节爆破作业15第四节装载与运输16第五节管线及轨道敷设16第五章生产系统17第一节通风17第二节压风20第三节瓦斯防治20第四节综合防尘21第五节防灭火22第六节安全监控23第七节供电24第八节排水24第九节运输25第十节照明、通信和信号

3、25第六章劳动组织与主要技术经济指标26第一节劳动组织26第二节循环作业26第七章安全技术措施28第一节一通三防28第二节顶板30第三节爆破32第四节防治水37第五节机电38第六节运输39第七节其他43第八章灾害预防与避灾线路44第一节灾害预防措施44第二节自救方式与抢救方法45第九章、专项安全风险辨识评估报告47第一节安全风险专项辨识评估时间47第二节安全风险专项辨识评估人员构成47第三节安全风险辨识评估项目47第四节安全风险辨识评估范围47第五节安全风险辨识评估方法47第六节安全风险辨识评估内容48第一章概况第一节概述一、巷道名称、位置等本作业规程掘进的巷道名称为39#采面超前溜煤眼；位于

4、+1511.4m水平，布置位于矿井中部靠南翼。巷道开口位置位于距人行眼约15m处（根据巷道顶板及支护确定），该巷上为39#采面采面，该巷南边为矿井边界，左无相邻巷道、右为1560-1510区段39#采空区。二、掘进巷道用途、性质39#采面超前溜煤眼为煤巷。掘进期间巷道主要作用为：进行运输煤（砰石）和行人，巷道形成以后主要作为39#采面回采工作面的运煤以及进风。三、巷道设计长度、工程量、坡度及服务年限39#采面超前溜煤眼设计长度约为18m；坡度：30；方位：顺煤层顶板掘进；服务年限预计为：1个月。四、预计开竣工时间预计开工时间：溜煤眼与行人眼间距小于IOm后开始，预计工期7天。第二节编写依据1、

5、煤矿安全规程2、四川省煤矿作业规程编制内容及要求3、绿环煤矿2019年度采掘接续计划。第二章地面相对位置及地质情况第一节地面相对位置及邻近采面开采情况地面相对位置及临近采区开采情况表水平名称1510运输水平采区名称一采区地面标高1830.3m+1794.6m井下标高+1513.4m地面的相对位置及建筑物地面为荒地，无任何建筑物。井下位置及掘进对地面设施的影响39#采面超前溜煤眼位于1510运输水平，在39#运输巷道内开口。掘进时对地面设施没有任何影响。临近采区开采情况右为1560T510区段39#采空区第二节煤（岩）层赋存特征本规程规定巷道沿39#煤层顶板走向方向施工。1、产状：39#煤层平均

6、走向为184,煤层倾角平均为52,煤层倾向平均为94：2、煤层厚度：煤层厚0.313.25m,平均厚2.32m,普遍含夹研1层，厚0.040.69m,为高岭石泥岩或炭质泥岩。3、结构：39#煤层属较稳定的煤层。煤层结构较复杂，含夹秆14层,夹歼岩性为泥岩、粉砂质泥岩。全区可采，属稳定煤层。煤层见伪顶：以炭质泥岩、粉砂质泥岩及泥岩为主，厚度一般小于1m,变化大，部分地段无伪顶。直接顶：多由泥质粉砂岩及粉砂岩组成，一般厚3m5m,最厚近30m,多数可采煤层的直接顶板比较稳定。底板岩层为炭质泥岩、泥岩等，厚度一般小于1m,变化大。4、煤层间距：赋存于大葬地组四段底部，上距38号煤层33.7060.2

7、3米，平均42.80米。二、堞层瓦斯：1、瓦斯涌出量报告,39#瓦斯相对瓦斯涌出量约1.51m3/t。2、矿井瓦斯等级根据2018年瓦斯等级鉴定结果绿环煤矿属低瓦斯矿井。三、自燃发火倾向性根据四川省煤炭产品质量检验站煤自燃倾向性鉴定报告结论，我矿39#煤自燃倾向性等级为11I类，不易自燃。四、煤层爆炸性指数根据四川省煤炭产品质量检验站煤尘爆炸性鉴定报告结论，我矿39#煤无煤尘爆炸性。五、地温、冲击地压本矿无地温异常现象。未发生过冲击地压现象。附：煤（岩）层综合柱状图第三节地质构造一、地质构造类型该区地质构造简单，不受断层的影响，岩层不破碎，支护容易，巷道成型好，但掘进期间应当引起足够的瓦斯重视

8、。应加强现场支护质量，保证施工安全。发现异常情况及时汇报，以便研究解决。第四节水文地质水文情况：一、分析采煤工作面区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、补给关系、影响程度等。该工作面局部地段有顶板裂隙水（有滴水、淋水现象），工作面运输巷尾巷内雨季采空区渗水有所增大，工作面顶板裂隙水对回采有一定影响。二、分析巷道区域，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等的影响程度。该工作面的风道上方无采空区，由于该工作面老顶属含水岩系，所以在回采过程中尤其是雨季期间。一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。三、其它水源的分析：该工作面无其它水源。四、涌水量：1、正常涌

9、水量2、最大涌水量正常涌水量：O.Im3/h;工作面运输巷尾巷最大涌水量：0.3m3h第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、39#采面超前溜煤眼布置39#采面超前溜煤眼位于1510运输水平，开口标高为+1513.4m。巷道开口位置位于距人行眼约15m处（根据巷道顶板及支护确定），工程量预计为18m0附：巷道布置平面图第二节矿压观测一、矿压观测内容39#采面超前溜煤眼的矿压观测研究内容主要有：巷道围岩变形观测以及支护质量动态监测。根据观测结果对已掘巷道的顶底板进行观察。对顶底板、煤层稳定性、支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。加强矿压观察，成立矿压观测小组，组长为

10、唐泽超，成员：杨明祥、甘成安、李贵平、陈波。二、观测方法1、掘进工作面的矿压观测巷道围岩变形观测利用对巷道高宽数据的观测。通过对巷道高宽的测量，来判断巷道的变形情况，及时作出相应的支护调整以及采掘调整。2、支护质量监测每旬由安全科不定期对掘进工作面支护质量动态检查，对存在的问题,由施工队立即整改。第三节支护设计一、巷道断面由于39#顶板岩性较为稳定，决定本规程规定巷道采用梯形断面，。采用11#矿用工字钢梯形棚+小板支护；巷道断面：巷道掘进下宽度1.92米，掘进上宽度1.32米，掘进高度1.75米，掘进毛断面2.8411T;下净宽1.6米，上净宽1米，净高度1.6米，净断面2.08n二、支护形式

11、1、临时支护采用前探梁配木板，前探梁必须及时前移前探。梁采用15Kg/m轨道两根,长度不小于2米，用于穿在特制的吊环上。前探梁间隔06m,挡板采用；长X宽X厚，800mm300mm25mm的木板。挡板间的距离不得大于20mm,不允许存在空顶现象。2、控顶距根据循环进尺、围岩特征加上安全要求，确定掘进工作面掘进后迎头最小临时控顶距为100mm,最大临时控顶距为100Ommo3、支护材料工字钢采用U#矿用工字钢，棚距为100Omm0三、永久支护（一）、棚距该巷道采用梯形棚或锚网支护，棚间距为IOoOmm。（二）支护质量标准架棚巷道工程质量规定表项目质量标准（Inm）部位巷道净宽上宽一般巷道O+15

12、0优良，-50+150合格。无中线巷道O+200优良，-50+200合格。梁头净宽下宽巷道净高一般巷道0+150优良，-30+150合格。无腰线巷道0+50优良，-30+50合格。职业卫生：符合质量标准化规定附：支护断面图第四节支护工艺一、临时支护：临时支护采用前探梁，前探梁必须及时前移。采用前探梁配木板，前探梁必须及时前移前探。梁采用15Kg/m轨道两根,长度不小于2米，用于穿在特制的吊环上。前探梁间隔06m,挡板采用；长X宽X厚，800mmX300mm25mm的木板。钉成一块。挡板若损坏，需及时更坏。掘进后，及时将迎头的悬砰活石（煤）用长柄撬掉，长柄工具长不低于2米，将前探梁前移，放上挡板

13、，确定前探梁、挡板安全后在进行施工。工艺流程为：处理安全f移前探梁-放木板f检查f施工。日常临时支护材料存放于材料堆放位置，不得随意乱放，堆放整齐。二、永久支护永久支护为11#工字钢梯形棚支护。每两架棚子之间使用不得低于8根撑木，每帮使用不得低于3根，棚顶使用不得低于2根。1、巷道净宽、净高允许误差50mu2、矿用金属工字钢棚距为100Omm,允许误差10Omn1。3、巷道顶、帮、必须用小板关严背实。4、永久支护穿入底板不少于200mm。5、金属矿用工字钢所使用钢棚梁、腿应为无锈蚀、无断裂的优质矿用钢材。6、施工时前探支护形式采用吊挂前探梁做为临时支护，并用木板接实。7、如果支护腿子底板较软就

14、要穿铁鞋，严禁栽在浮煤浮阡上。8、支护失效的支架应及时修复或更换。修复支架前，应先找掉危石、活阡，做好临时支护；扶棚或更换支架，应从外往里逐架依次进行。9、支架不允许前倾后仰。锚杆外露为30mm-50mmo10、架棚巷道支架之间必须安设牢固的拉杆或撑木。工作面迎头退后IOm内应打好撑木防止倒支架的措施。11、在压力大的巷道架设棚时，棚应一次施工，不准采用补棚的方法，以免棚高低不平，受力不均。12、背帮背顶材料要紧贴围岩，不得松动或空帮空顶。顶部和两帮背顶应与巷道腰线平行，其数量和位置应符合作业规程规定。梁腿接口处的两肩必须加楔打紧，背板两头必须超过梁（柱）中心。13、采用人工上梁时，必须手托棚

15、梁，稳抬稳放，不要将手伸入腿梁接口处。14、严格按煤层顶板施工，要做到高矮一致、两帮整齐。15、梁、腿接口处不吻合时，应调整梁腿倾斜度和方向，严禁在缝口处打金属楔。16、按规程规定背紧背实，并用木属楔刹紧17、支护前和支护过程中，要经常敲帮问顶，用长柄工具及时处理危岩、活石。18、架棚地点下方不得有人行走或逗留。20、掘进前，要掩护好掘进迎头备用材料、风、水、电等管线设施；施工设备要放到安全地点。21、架棚支护应按下列顺序操作:备齐工具和支护材料；排除隐患；移前探梁、架棚梁、接顶；检查安全；挖腿窝；立棚腿；上顶梁；背顶背帮；使用好撑木；检查架棚质量，清理现场。22、安全检查，排除不安全隐患。2

16、3、挖腿窝：先量取棚距，定腿窝位置，确定深度。控制好顶帮后，再把腿窝挖至设计深度。挖腿窝时，须由专人监护。24、立棚腿：竖上棚腿，调整好扎角，并稳固好棚腿。25、上棚梁：前探梁上的棚头与棚腿合口，先合一头后，再合另一头。上棚梁时禁止人员在下方逗留或通过。26、棚梁合口后将支架找正，用木楔压肩初步固定。27、检查支架的架设质量，符合质量标准后，再背顶背帮，木楔、木撑要打紧打牢，并按设计位置使用好撑木。28、永久支护距迎头的距离不得超过800mm,必须使用前探梁临时支护，严禁空顶作业。39、支架必须背帮背顶严实，不得出现空帮空顶。第四章施工工艺第一节施工方法一、施工方法1、施工方法：钻爆法。2、施

17、工工艺：、打眼：接班后，由班长划线，施钻工打眼。炮眼深度为L5m,42mm钻头。、装药、放炮：放炮工负责制做引药，装药、放炮。严格执行一炮三检和三人连锁放炮。、排（煤）歼：爆破后待炮烟吹散后，首先进行敲帮问顶工作后立即打好临时支护（或挂好前探梁）。煤阡利用自重自溜至运输巷进行装车，然后通过机车运输至车场后经提升绞车运输至主平碉。支护：（煤）奸石运输完毕，开始进行安全检查、支护。3、循环方式：圆班分两个小班，每个小班完成一个循环，循环进尺1。日进尺：2m。4,工艺流程：交接班-安全检查f打眼f检查瓦斯f装药f检查瓦斯f放炮-通风f瓦斯检查T超前支护一装车出渣f支护T清理巷道文明卫生5、放炮警戒、

18、放炮规定爆破时，在39#采面超前溜煤眼往外大于100处、工作面上隅角往外50m处设置警戒线，放炮地点设在39#采面运输巷中距放炮点大于IOonl处的新鲜风流中。放炮距离直线距离不小于Ioom,弯巷不小于75m。6、施工作业顺序本规程规定的巷道在进行施工作业时，39#采面采煤工作面严禁进行任何作业，即39#采面超前溜煤眼跟39#采面采面不能同时作业。39#超前溜煤眼掘进期间，39#采面只作为回风巷道使用且必须编制专门串联风措施。7、特殊要求在超前溜煤眼开口段加强支护，加强顶板管理。严禁空帮空顶作业，背帮接顶必须严实可靠。棚腿严禁立在浮煤、浮阡上。煤楼上及起坡前2m支架棚腿必须立在运输巷支架棚梁上

19、。第二节凿岩方式一、机械凿岩。二、凿岩降尘方法有掘进时洒水、装岩（煤）前洒水、掘进后冲刷巷帮。三、风动工具压风来自地面压风站。四、掘进时执行煤阡分开掘进的方式。先掘进煤层部分，掘进后进行敲帮问顶，发现顶板岩石不稳定时，及时进行打临时点柱，然后先敲掉危岩活砰再进行岩石部分掘进。第三节爆破作业一、掏槽方式为楔形掏槽。炸药、雷管：使用三号煤矿许用乳化炸药,5段毫秒电雷管。二、装药结构:正向装药结构。三、起爆方式：使用MFDToO型发爆器一次装药一次连线起爆。四、联线方式：串联。爆破说明表。爆破原始条件表序专名称单位数量序号名弥单位数量1巷道的掘进断面2m2.45炮眼深度m1.51.32煤的坚固性系数

20、f256雷管数目个83工作面瓦斯情况%0.027总装药量W2.44炮眼数目个8预期爆破效果表序0名称单位敷量序号名称单位数量1炮眼利用率%806每米巷道雷管消耗量个52每循环进尺M17每循环泡眼总长度m/循环6.73每循环爆破实W53.584每循环所需矿小495每米巷道炸药消耗量kg/m1.510爆破说明书二三号二:深(111)眼距Gn）装药量角度（度）炸药种类雷管种类水平垂直眼数（个）车王(kg)小计(Kg)9001掏槽眼1.510.30.3I瓦矿许用乳化炸药煤矿许用毫秒延期雷管2-8周边眼1.30.0.570.32,1IlIH忌计10.680.32.4第四节装载与运输一、装煤、歼方式：煤（

21、歼石）采用人工装车。煤、岩分装分运。二、运输方式：在掘进工作面自溜，在39#采面运输巷装车，然后机车运输至1510车场，经绞车提升至1560车场，再经机车运至地面煤仓。第五节管线及轨道敷设1、在掘进施工中所敷设的风水管路、风筒：风筒吊挂与巷道掘进方位的右帮，风水管路铺设于左帮。2,风管、水管使用中50mm钢管，铺设在巷道左帮，距巷道底板0.5米。3、高压风、水管接口要严密，不得出现跑风、漏水现象。4、风、水管用托钩子顺巷道一帮吊挂整齐，托钩子2m一个。阀门、三通处适当增加。5、风筒使用6400Inm的胶质阻燃、抗静电风筒，风筒要缝环吊挂，风筒出风口距迎头不得超过5m。第六节设备及工具配备设备及

22、工具配备情况表序设备工具名称型号规格功率单位数量备注.1局部通风机YBT-5.55.5KW台21台备用2风筒400m603电煤钻把24电话部15锹把56镐把57锤把28控制开关台1第五章生产系统第一节通风一、通风方式通风方式：压入式通风。二、掘进工作面风量计算：1,按瓦斯涌出量计算Q掘=100qk=100XO.15X2.O=30m3mino2、按工作面每班最多人数计算Q掘=4N=4X7=2811?min（掘进工作面允许每班最多人数7人）。3、按每班一次爆破最大炸药量计算Q掘=IoA=IOX2.4=24113min（-次性起爆最大炸药量2.4kg,我矿采用煤矿许用炸药）4、确定工作面风量综上所述

23、，工作面选取有效风量为80m3min（Q有效为选取局部通风机YBT42-2/5.5型局部通风机，最大供风距离不超过50Onl时，风简末端出风口的风量）。5、按风速验算Qmin=60VminS=600.252.6-39m3minQmaX=60XVInaXXS=60X4X2.6=624m3min取定风量Qmin3minQmax,符合规定。（三）局部通风机安设地点全风压风量计算Q全21.35Q吸+Q漏+Q维护Q吸为局部通风机实际吸入风量，现场测定为95n!3minoQ漏=0.01XLr角苗长宛喜XK百米海风率XQ韦效=0.01X200X0.04X80=6.4m3minQ维护=S巷道X0.25X60=

24、4.4X0.25X60=66Q全N1.35Q吸+Q漏+Q维护=1.35X95+6.4+66=200.6113min（四）局部通风机选型及风量确定风机选型：选用YBT42-2/5.5型局部通风机，风筒选用=40OnnTI抗阻燃型风筒。当39层采煤工作面掘进超前溜煤上山时，取定局部通风机安设地点全风压风量为201m3min,符合规定。四、局部通风机的选择选用的YBT-5.5kw对旋局扇可满足要求。采用040Omln双抗风筒向迎头供风，实行同等功率双风机、双电源，一台运转，一台备用，能自动切换。通过以上计算及验算，风量确定合理，局扇选择可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。五、局部通风机安装地

25、点和通风系统。(1)、局部通风机安装在39#采面运输巷的新鲜风流中，距开口处大于IOmo安装时，安装两台，一台使用，一台备用。(2)、通风系统：新鲜风流：地面一行人下山、轨道下山一1510运输石门一39#采面运输巷一掘进工作面迎头。污风流：掘进工作面迎头一39#采面运输巷f39#采面回采工作面一39#采面回风巷f1560回风石门一总回风上山一风井一地面附：通风系统示意图第二节压风在风源来自地面风机房2台螺杆式Iom3压风机及1台16i3压风机，分别用133mm、50mm钢管接至迎头。压风机房风压为0.8MPa,迎头风压最小为0.35Mpa0距掘进工作面迎头25-4Om安设一组压风自救装置，自开

26、口每隔50m安设一组压风自救装置。在放炮地点设置一组压风自救装置。要求每组压风自救装置个数比工作面最多作业人数多2个。压风系统：地面压风机房f1560主平碉f行人下山-*1510运输石门一39#采面运输巷一掘进工作面第三节瓦斯防治1、严格执行瓦斯检查制度，每班检查不少于3次，严禁空班漏检。2、每班掘进严格执行瓦斯突出危险性测定工作，并必须由矿总共审批签字后方可掘进施工。3、防止瓦斯积聚，严禁超限作业。4、加强通风管理爱护通风设施，保证足够风量。5、加强掘进期间的瓦斯管理，如若有瓦斯超限，必须采取措施处理。6、必须按规定设置瓦斯断电仪，必须悬挂报警仪、瓦斯探头。班长、瓦斯检查员必须携带瓦斯检查仪

27、并正确使用，仪器灵敏可靠。7、管理好风筒。有损坏的风简及时更换。8、加强通风管理，确保工作面的风量达到要求，风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的，应立即进行整改，整改完结后再恢复生产。9,保工作区域内空气成分满足要求，氧气不低于20%,二氧化碳不高于0.5%,其他其体浓度符合规程规定。10、必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度，及时掌握工作面瓦斯浓度的情况，必要时按要求组织人员撤离。11、电钳工及工作面内单独工作人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪，工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪，对工作面瓦斯进行监测。第四节综合防尘防尘水接自地面高位水池，主斜井主管路为DN133mm无缝

28、管铺设到1510交岔点，支管采用50Innl普通焊接钢管到掘进工作面。39#采面超前溜煤眼安设50mm防尘水管路，每50米设一组防尘喷雾洒水装置，迎头安设喷雾、扒装洒水、后路安装风流净化水幕等洒水降尘设施等综合防尘措施。掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。作业人员要佩戴防尘口罩，搞好个体防护。防尘水系统（施工期间同防灭火共用供水管）：地面f1560主平碉一行人下山f1510运输石门f39#采面运输巷f侧式供水轩子I-巷道内水幕f掘进工作面f卜一扒装洒水1.f冲刷岩帮水管第五节防灭火39#采面超前溜煤眼布置在煤层中，采用放炮掘进，金属棚支护，防火的重点是防设备、机械摩擦生热和人为火灾。工作面料

29、场备有砂子、岩粉可直接灭火。当发生火灾时，利用控制调节局扇吸风量，控制火势蔓延。防灭火水来自地面消防水池，供水管路：地面一1560主平砸J-行人下山-1510运输石门-*39#采面运输巷。主管路为DN133mm无健管铺设到主平碉，支管采用50m普通焊接钢管从1510运输石门进入掘进工作面。掘进巷道安设50mm防灭火水管路，每五十米设一个三通阀门。安设风流净化水幕等洒水降尘设施。巷道每100米安装一组隔爆水棚。工作地点应设有灭火工具，有备用的沙箱、岩粉及其灭火器材。健全完善防火管路系统（与防尘水共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。在主要设备处要配备足够的灭火器材，工作人员必须熟悉消防器

30、材的存放地点，并熟悉掌握使用和处理方法。防灭火水系统（施工期间同防尘水共用供水管）：地面一1560主平碉一行人下山f1510运输石门一39#采面运输巷1.f-侧式供水水管I-巷道内水幕掘进工作面一卜一扒装洒水管1.f冲刷岩帮水管二、防灭火措施必须严格执行绿环煤矿灾害预防处理计划以及煤矿安全规程的要求。第六节安全监控一、安全监测相关规定1、采用KJ90NA煤矿安全监控系统进行连续监测。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源则严禁接在被控开关的负荷侧。甲烷传感器（探头）由当班瓦斯员根据掘进面的延伸向前移动。2、Tl瓦斯探头安装在距工作面迎头小于5m范围内的风筒的另一侧，报警浓度21.0%,断

31、电值浓度21.5%,复电值浓度1.0%,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。T2瓦斯探头安装在超前溜煤眼开口处IOT5m回风侧，报警浓度21.0%,断电值浓度21.0%,复电值浓度VL0%、断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。T3安设在39#运输巷距离工作面溜煤眼3-5米的进风侧、报警浓度20.5%,断电值浓度20.5%,复电值浓度0.5%、断电范围为39#采面内全部非本质安全型电器设备。瓦斯探头安设时要求离顶板（顶梁）不大于300mm,距巷帮不小于200mm,且保证维护方便，不得影响行人行车。3、安全监控设备必须由监测工定期进行调试、校正。瓦斯检查工必须每天检查安全监控设

32、备及电缆是否正常如有故障要立即向矿调度室汇报。安全监控设备发生故障时必须及时处理在故障期间必须制定安全措施。4、瓦斯检查工必须每天使用光学甲烷检查仪与甲烷报警断电仪探头的读数进行对照，当两者读数误差大于允许误差时先以读数较大者为依据采取安全措施并且监测电工必须在8h内对2种设备调校完毕。5、瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册记录和检查结果报监测电工。6、该掘进工作面迎头的甲烷传感器在掘进前应移动到安全位置，掘进后应及时恢复设置到正确位置。对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等，由队长负责按规定移动，严禁

33、擅自停用。7、传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录。8、使用中的传感器应经常擦拭、清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。9、便携式甲烷检测报警仪和甲烷报警矿灯等检测仪器应设专职人员负责充电、收发及维护。每班要清理隔爆罩上的煤尘，下井前必须检查便携式甲烷检测报警仪和甲烷检测报警矿灯的零点和电压值，不符合要求的禁止发放使用。10、使用便携式甲烷检测报警仪和甲烷报警矿灯等检测仪器时要严格按照产品说明书进行操

34、作，严禁擅自调校和拆开仪器。11、所有监控设备必须按规定配足配齐，并有一定的备用量。附：安全监测示意图第七节供电该迎头掘进施工中，电源来自地面配电室，供电方式为集中供电。风机专用电为地面专用变压器直接供电。经过综合保护开关供迎头使用，通讯、监控监测电缆要吊挂整齐，电缆钩每1.5m-个，电缆的垂度不大于50mm。所有机电设备必须安装风电、瓦斯电闭锁和检漏继电器，实行三专供电。供电系统：地面变电站f1560主平碉f行人下山一1510运输石门一39#米面运输巷f局扇。附：供电系统示意图第八节排水根据煤矿地质说明书的有关资料，预计该掘进工作面最大涌水量O.5m7h,正常涌水量0.Zm3/ho掘进工作面

35、内若有出水，则水经过39#采面超前溜煤眼自流至39#采面运输巷水沟，自流至1510水仓后使用排水泵排到地面，排水管路管径为DN133mm。排水系统：掘进工作面一39#采面运输巷水沟一4510运输石门水沟-*1510水仓-fc行人下山-*1560主平碣f地面附：排水系统示意图。第九节运输一、煤、研运输系统：煤（阡石）：39#采面超前溜煤眼一39#采面运输巷-*1510运输石门f1510车场*轨道上山一4560主平碉-*地面煤仓（阡仓）二、材料运输系统：地面料场装车1560主平碉-*轨道上山-1510车场f1510运输石门一39#采面运输巷一39#采面超前溜煤眼三、辅助运输设备运输设备为1.b矿车

36、。附：运输系统示意图第十节照明、通信和信号本工作面安设的电话距迎头不大于20米，能够直接和绞车房、副井井口、矿调度室、地面变电所、地面通风机房等相互直接联系。在车场、碉室等安设照明设备和信号设施，煤矿调度室直接指挥各生产辅助系统。附：通讯系统示意图第六章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织1、工作制度：三八作业制。2、循环方式：每班一个循环，每日3个循环。3、循环进尺：小班进尺为1米，日循环进尺3米。劳动组织图表工种出勤人员/人合计早班中班夜班班长1113瓦检员1113安全员1113打眼及支护工3339轮休1113小计77721第二节循环作业1、合理安排各道工序。2、打乱正规循环的补救措施

37、。提高效率，缩短循环时间、赶上正规循环作业。适当调整循环进度，力争在本班内抢回。在正规循环后再恢复正常循环进度，组织力量突出、适当增加人员改善工作环境，确保正规循环。如有特殊情况不能当班完成一循环，可为下班做一些准备工作，保证下班顺利完成。正规循环作业图表个班次工序时间（min）小班（时间）1234L56781交接班102安全质量检查203打眼604装药放炮605敲帮问顶及前探支护606装讦1507支护908文明卫生30第三节主要技术经济指标序号项目单位数量标备注1每循环在册人数人/循72每循环出勤人数人/循63出勤率%85.74循环进度M/循15月循环次数次/月816月进度11月8127天计

38、第七章安全技术措施第一节一通三防一、通风管理1、我矿有完整独立的通风系统。2、局部通风机及开关必须安设在顶板完好，无淋水的进风巷道，本掘进工作面局部通风机安设在39#采面运输巷的新鲜风流中。另局扇安设时距矿车最突出部分不得小于05m,距巷道底板不得小于0.3m,且垫放平稳；局部通风机进风口5m内不得有杂物，或影响局部通风机通风的其他物品。3、在临时停风区内检查瓦斯时，至少2人同行，必须携带氧气检测仪，两人相距46,由外向里随时检查瓦斯和二氧化碳浓度浓度；当瓦斯浓度达到1%、或二氧化碳浓度达到1.5%超过规定时，必须停止前进。4、严格执行测风制度，每旬对该掘进工作面及局部扇风机配风量至少进行一次

39、风量测定，并及时填写测风牌板，如发现风量不足，立即查找原因，及时解决。二、瓦斯检查制度1、必须严格执行瓦斯、二氧化碳检查制度。2、瓦斯检查次数符合规定：(1)每班不少于2次。(2)所有应检查地点、每班至少要检查2次二氧化碳。3、瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查班报和检查牌板。4、瓦斯浓度超过1%时，瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作，撤出人员，进行处理。5、通风负责人必须审阅瓦斯班报手册，掌握瓦斯变化情况，并填写瓦斯日报表，报送矿长、矿技术负责人审阅。发现问题，及时处理。6、严禁瓦斯超限作业，发现瓦斯超限，要立即停止工作，查明原因，进行处理，并向值班矿领导

40、汇报。三、防尘管理1、掘进工作面必须采用湿式打眼，现场作业人员佩带防尘口罩。2、工作面出煤(歼)期间，必须洒水降尘，杜绝煤尘飞扬、堆积。2、每眼必须使用黄泥封孔。3、每次掘进前后必须对掘进迎头IonI范围内巷道周边用水进行冲刷；掘进时，必须正常使用各种防尘设施。4、每周至少一次对风筒，巷帮上的积尘进行清扫处理。5、各种防尘设施必须定期进行检查、维修。四、防灭火1、施工中严禁用浮煤充填巷道帮、顶，防止自燃发火及产生高温火点。2、工作面必须有可靠的消防水管，并保证能可靠供水。第二节顶板一、敲帮问顶制度1、进入工作地点，必须进行敲帮问顶，确认无问题后才能开始工作，每次掘进后进入工作地点都必须敲帮问顶

41、。2、发现顶上出现空洞声、片帮、煤帮松软等问题时，必须处理好后才能进行下一步的工作e3、出渣期间，做到随时敲帮问顶，使用前探梁作临时支护，确保施工人员的安全。4、靠近掘进工作面IOm内的支护，在掘进前必须检查。5、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、装掘进、安装支架过程中应随时清除危岩、排除隐患。6、检查附近顶帮支护情况，不符合标准的支架应效正，上正压紧木楔，并按规定使用好前探梁并加实加牢固。7、找顶时必须遵守下列规定：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。找顶应从有完好支护的地点

42、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。找顶工作人员应戴手套，用长柄工具找顶时，应防止煤砰顺杆而下伤人。顶帮遇有大块断裂煤年或煤阡离层时，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。8、在撤除临时支护时，要从外向里在可靠的支护下进行。9、使用临时支护时必须遵守以下规定（1）严格执行敲帮问顶制度，施工中每间隔15min,用长度不小于2m的长柄工具及时摘除顶、帮的活石，摘除时一个人操作，一个人监护，人员必须在可靠的支护下作业，并清理好退路。(2)临时支护的点柱均匀布置(3)迎头装煤(岩)等操作必须在可靠的支护下进行。(7)对顶板冒落不平，控顶距

43、内采用点柱作为临时支护.(8)迎头必须备齐足够材料，迎头必须备有三架金属棚料，放在材料堆放点以备急用。10、在顶板破碎、压力大或地质变化带作业时，可缩小棚距。11、巷道当过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要首先在迎头外顶板完整处支设三架棚，使上前探支架和防倒柱后，方可采用架棚支护向前掘进，现场要备足不少于3架棚的物料。12、掘进巷道过断层等构造变化带时，在安全技术方面应做好以下几方面工作：(1)加强巷道掘进地段的地质调查工作，根据所掌握的地质资料(包括构造分布、岩性变化等)，及时制定具体的施工方法与安全措施。(2)施工中严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。随时注意观察围岩稳定状况的变化，及时掌握断层等构造带揭露时间。一旦发现征兆及时处理，防患于未然。(3)巷道在破碎围岩中掘进时，应做到一次成巷，尽可能缩短围岩暴露时间，减少顶板曝露后的挠曲离层，提高顶板稳定性。(4)迎头临近断层或穿越断层带时，还应减小棚距。(5)减小迎头空顶距离，及时支设临时支护，永久支护滞后迎头距离不得大于循环进尺。(6)在顶板岩性突变地带，要及时打点柱支护突变顶板。二、工程质量验收制度