大方县普底乡华诚煤矿 主斜井掘进工作面作业规程
编 制： 工程师： 矿 长： 日 期：
主斜井会审情况 会审意见 会 审 人 员 签 字 年 月 日 目 录
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第一章 概况---------------------------------------------------------------------------3
第二章 地面位置及地质情况------------------------------------------------------4
第三章 巷道布置及支护说明-----------------------------------------------------15
第四章
第五章
第六章
第七章
第八章 施工工艺--------------------------------------------------------------------17 生产系统--------------------------------------------------------------------22 劳动组织及主要经济技术指标---------------------------------------- 27 安全技术措施------------------------------------------------------------ 29 灾害应急措施及避灾路线--------------------------------------------- 55
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第一章 概 况
一、巷道位置及用途：
1、巷道位置：主井布置在井田中部、矿井工业广场南西，主井井筒距风井井口法线距离78m，东北方向地面为金象煤矿工业广场、东南、西南方向为二采区三条下山，西北方向为25106运输巷。巷道从煤系地层上方的三叠系下统向下穿层进入M71煤层底板落平后再往顶板方向布置主石门及井底平巷与采区轨道下山、运输下山、回风下山贯通。
2、掘进目的是：扩建后主要担负矿井的运煤、进风，及矿井安全出
口。
附图：巷道布置图 二、工程概况
⒈简要说明
巷道设计长度：952m。至2017年3月底止，已经掘进510m，剩余工程量442m。
服务年限：到矿井开采结束。
根据矿井生产作业计划，本巷道自2017年4月开工，预计2017年10月竣工。
⒉工程概况
工程名称 施工 顺序 拔门 位置 井田中部、矿井工业广场南西的地面 施工方位 （°） 施工坡度 （度） 施工距离 支护方式、(m) 断面 952 U形棚或锚杆支护、13.4㎡ 主斜井 1 240.5° -16°40' 三、编 写 依 据
1、《煤矿安全规程》及有关法律、法规；
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2、《煤矿井巷工程验收规范》；
3、《大方县普底金象煤矿开采方案设计（扩建）说明书（设计能力：9-30万吨/年）》（盘江煤电（集团）煤矿设计研究院）；
4、《大方县普底金象煤矿开采方案设计（扩建）安全专篇（工程规模：30万吨/年）》（贵州创新矿冶工程开发有限责任公司） 5、主斜井设计图。
第二章 地面位置及地质情况
地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称 地面标高（m） 地面的相对 位置及建筑物 井下位置及 掘进地面 设施的影响 邻近采空区 开采情况 火、瓦斯对 掘进的影响 一 水 平 +1539－+1850m 采 区 名 称 井下标高（m） + 1262 地面为山坡地带，大多为山区和林地，无村寨及建筑物。由于埋藏较深，在掘进施工过程中对地面基本无影响。 主斜井掘进工作面位于井田中心；其开口位置在井田中部、矿井工业广场南西的地面，掘进工作面相对地面位置无建筑物，掘进对村民住房无影响。 +1380m标高及以上有M51煤层采空区，距离主斜井施工位置在40m以上，留设了保护煤柱 主采煤层M51和M73煤层自燃倾向性为Ⅲ类，不易自燃，M51煤层有煤与瓦斯突出危险，瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井，为了确保施工安全，掘进过程中必须作好通风瓦斯管理工作。 4
图2：地面相对位置及邻近采区开采情况图
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第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数
（一）地层特征
井田及其附近出露地层主要为二叠系中统茅口组（P2m）、上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。现将各时代地层特征由老至新叙述如下：
（1）二叠系中统茅口组（P2m）
出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，岩性主要为灰色、浅灰色灰岩，隐晶～粉晶结构，薄～中厚层状，水平层理，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石，含少量燧石团块。厚度不详。
（2）二叠系上统龙潭组（P3l）
出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，本组厚124.66-144.14m，平均127.91m。本组为一套海陆互交相、多旋回沉积组成的含煤岩系，主要由浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、灰岩、泥灰岩、菱铁质灰岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。产腕足类及瓣鳃类动物化石，产栉羊齿Pecopteris Brongninart SP.及蕉羊齿Compsopteris Zalessky SP.等大量植物化石。与下伏茅口组石灰岩地层呈假整合接触。
（3）二叠系上统龙潭组（P3c）
出露于矿区东部边界附近及边界外，本组厚22.73-32.56m，平均29.44m，岩性以燧石灰岩为主，夹泥质灰岩及粉砂质泥岩，产腕足类及瓣鳃类动物化石，与下伏地层呈整合接触。
（4）三叠系下统夜郎组（T1y）
大面积出露于矿区范围内，占矿区总面积的95％以上，根据岩性组合自下而上共分为三段：
1）下段—沙堡湾段（T1y1）
主要出露于矿区东部溪沟附近，岩性以粉砂质泥岩及泥质粉砂岩为主，夹少量粉砂岩，紫灰色，灰绿色，薄层状～中厚层状，水平层理、小型交错层理，上部夹泥质灰岩薄层，含克氏克氏蛤Claraia Clarai
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等动物化石，一般厚度8.04m。与下伏地层呈整合接触。
2）中段—玉龙山段（T1y2）
广泛出露于矿区中部和东部，根据岩性分为上、下两段，下段以薄～中厚层状泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层，厚度50～90m，一般厚70m；上段以中厚层状石灰岩为主，含少量白云质灰岩。厚度大于200m，据区域资料一般300m，总厚度350m左右。
3）上段—九级滩段（T1y3）
广泛出露于矿区西部，岩性由粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩组成，紫灰色、灰色，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，含王氏克氏蛤（Claraia wangi）等动物化石，厚度不详，据区域资料，一般100m。
（5）第四系（Q）
零星分布于矿区沟谷及低洼地段，多为耕地、稻田及村落，岩性主要为夜郎组（T1y）的坡积物，厚度一般小于10m。与下伏地层呈角度不整合接触。
（二）煤层赋存条件
井田内含煤地层为龙潭组，厚度124.66-144.14m，平均厚度127.91m。含煤70余层，已编号煤层9层，含煤总厚6.22～9.02m，平均7.80m，含煤系数5.94%。含可采煤层2层，可采煤层总厚度2.50～4.42m，平均厚度3.63m，可采含煤系数2.76%。
2、可采煤层 （1）M51煤层
位于龙潭组中部，上距长兴组燧石灰岩底界约65m，下距M73可采煤层约60m。呈层状或似层状产出，全区可采。煤层全层厚度1.53～2.13m，平均1.82m，煤层净厚1.53～1.94m，平均1.77m。灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=11.6％，属稳定的中厚煤层。结构简单，偶含一层厚约0.50m的炭质泥岩夹矸。
顶板岩性：以粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩为主。
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底板岩性：直接底板一般为一层泥岩或粉砂质泥岩，厚度一般0.20m，间接底板为泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩及细砂岩为主。
（2）M73煤层
位于位于龙潭底部，下距茅口灰岩0.3～7.96m左右，全区可采。煤层全层厚度0.82～2.29m，平均1.81m，煤层净厚0.82～1.76m，平均1.33m。灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带及少量丝炭透镜体，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=38.3％，属较稳定的中厚煤层。结构复杂，普遍含2层0.10～0.36m的泥岩或炭质泥岩夹矸。
顶板岩性：以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，少量泥岩、粉砂质泥岩。 底板岩性：直接底板为一层0.3～7.96m的铝土质泥岩，间接底板为石灰岩。
矿井可采煤层特征详见下表。
可采煤层煤层特征表
煤层 编号 M51 M73 煤层厚度 1.53～2.13 1.82 0.82～2.29 1.81 60 层间距(m) 倾角（度） 8 8 夹矸厚 无 0.1～0.36 煤层 结构 简单 复杂 煤层 稳定性 较稳定 较稳定 顶底板岩性 顶板 底板 粉砂岩、细砂岩 粉砂岩 泥岩 泥岩 附图3：龙潭组上段综合柱状图
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龙潭组上段综合柱状图层 位分 层 记 录柱 状 图采真岩 芯采用换 层假厚厚取轴段亚段夹长 度孔 深率角度度（米）（米）（米）（%）（米）（度）1011497568岩 性 描 述1:200标志层与煤层编号14采组 段样累 计编真 厚（米）15号1617注备系统组123121371.0971.8972.5472.8673.4673.8975.5676.0776.680.410.800.650.320.600.431.670.510.610.400.790.600.300.550.401.600.500.609893929492939698988282828282828282820.410.790.640.300.590.431.650.510.60 灰黑色薄层状泥岩，见生物化石。 ～～ 灰色细砂岩，间夹泥质条带。 ～～～～～ 深灰色粘土岩，局部含碳质，见植物根茎化石。 ～～～～～～～ 煤层：黑色半亮型块状煤，具阶梯状断口。 灰黑色粘土岩，含碳质。 煤层：黑色半亮型块状煤，具阶梯状断口。 灰黑色薄层状泥岩，见黄铁矿结核，间夹煤线及碳质泥岩。 灰色粉砂岩，间夹泥质条带。 灰黑色薄层状泥岩，见结核状黄铁矿，底部夹煤线。 灰色细砂岩，间夹泥质条带，显水平层理，见方解石细脉，底部夹泥质条带 较多。 82.976.2984.1785.5886.3886.691.201.410.800.316.101.201.400.800.3097100991009782828282826.221.191.400.790.31 煤层：黑色半亮至亮型块状煤层，具阶梯状断口,金属光泽，含夹矸，夹矸为 泥岩，煤层结构：0.40 (0.30）0.49。 灰至深灰色泥质粉砂岩，夹泥质条带，显水平层理。 煤层：黑色半亮至亮型块状煤层，具阶梯状断口， ～ 深灰色粘土岩，见植物根茎化石。 ～～M3MH-4～ 灰色细砂岩，间夹泥质条带，显水平层理，局部见方解石细脉。 二叠系龙潭组97.0410.3510.209997.5799.3599.65100.360.531.780.300.710.531.750.300.701009810099828282828210.250.521.760.300.70 深灰至灰黑色薄层状泥岩，顶部夹粉砂质条带，显水平层理，层间见 见滑动镜面，见植物根茎化石。 煤层：黑色半亮至亮型块状煤，阶梯状断口，似金属光泽。 灰黑色薄层状泥岩，含碳质，见植物化石。 煤层：黑色半亮至亮型块状煤，阶梯状断口，似金属光泽。 M8MH-5 灰色细砂岩，层间夹泥质条带，显水平层理，结核状黄铁矿发育。 107.006.64108.111.11108.920.81109.120.206.601.100.800.2099826.581.100.800.209982998210082 灰色中厚层状泥灰岩，见方解石细脉，层间夹薄层状泥岩。 灰黑色薄层状泥岩，显水平层理。 煤层：黑色暗至半亮型块状煤，阶梯状断口,似金属光泽。 灰色细砂岩，间夹薄层状泥岩及泥质条带，显水平层理，层间见滑动镜面。 112.593.46112.990.40114.971.98117.272.30117.570.30119.08119.86120.26121.571.510.780.401.313.450.401.932.250.301.500.780.401.30100821008297823.430.401.962.280.301.500.770.401.30988210082991001009982828282 灰黑色薄层状泥岩，孔深112.89米至112.99米为黑色块状煤层。 深灰色泥质粉砂岩，层间夹薄层状泥岩及泥质条带，显水平层理，顶部夹 菱铁质灰岩团块。 层间夹灰色粉砂岩，层间夹薄层状泥岩及泥质条带，见黄铁矿结核，显水 平层理。 煤层：黑色半亮型块状煤，具阶梯状断口，似金属光泽。 灰黑色薄层状泥岩，中下部夹煤线，层间见滑动镜面，见黄铁矿结核。 灰至深灰色泥质粉砂岩，结核状黄铁矿发育，显水平层理。 煤层：黑色亮型块状煤，具阶梯状断口，金属光泽。 灰色泥质粉砂岩，间夹泥质条带，显水平层理,夹菱铁质团块。
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二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数、煤层自燃倾向
1、瓦 斯
根据贵州省能源局文件：黔能源煤炭[2012]498号“关于毕节市工业和能源委员会《关于请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复”；大方县普底金象煤矿瓦斯绝对量11.69m3/min，相对量60.14m3/t，二氧化碳绝对量2.28m3/min，相对量11.73m3/t，鉴定等级为突出矿井。
2、煤层瓦斯含量
根据没有对煤层瓦斯含量进行测定，邻近的林红井田勘探地质报告对M51、M73煤层进行了测定。煤层瓦斯含量统计结果见下表。
M51煤层的瓦斯含量 煤 层 号 孔 号 1-1 3-2 4-1 5-1 M51 5-2 6-1 6-2 7-1 8-3 底板 深度 (m) 115.97 206.85 210.86 144.22 321.32 179.40 258.47 223.95 295.47 底板 标高 (m) 1484.23 1518.54 1508.44 1562.90 1305.53 1544.45 1449.09 1531.12 1444.30 无空气基瓦斯成分（%） N2 CH4 C2H6 0.36 0.37 0.26 0.09 0.21 0.41 0.06 0.16 0.07 CO2 4.03 5.94 4.71 2.83 8.47 5.30 0.12 0.77 0.22 CO 0.04 0.13 0 0 0.02 0.04 0 0 0 瓦斯含量 (ml/g﹒r) 7.49 5.29 17.89 11.04 26.56 7.51 13.52 11.64 16.70 20.67 74.89 19.02 74.54 1.89 6.80 93.14 90.28 20.27 71.03 14.21 80.05 24.26 75.55 24.25 74.81 43.03 56.69 M73煤层的瓦斯含量
煤 层 号 孔 号 底板 深度 (m) 底板 标高 (m) 无空气基瓦斯成分（%） N2 CH4 C2H6 CO2 CO 瓦斯含量 (ml/g﹒r) 10
1-1 4-1 5-1 5-2 M73 6-1 6-2 7-1 8-3 175.11 278.35 224.43 379.08 237.67 327.01 282.44 353.93 1425.15 1440.98 1482.81 1247.87 1486.26 1380.57 1472.78 1385.95 12.80 80.94 51.39 46.75 54.14 45.15 20.09 74.22 44.40 45.29 9.26 90.37 0.60 0.27 0.03 0.34 0.23 0.13 0.02 0.70 5.60 1.60 0.63 5.33 10.07 0.24 1.50 0.28 0.07 0 0.05 0.01 0 0 0 0.01 7.37 4.50 2.21 8.74 3.05 11.26 7.28 12.19 39.39 59.09 38.00 61.01 3、煤层自燃倾向性
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年4月提交的M51煤层的《煤炭自燃倾向性等级鉴定报告》，M51煤层和M73煤层均为不易自燃煤层。
4、煤尘爆炸性
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年4月提交的M51煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，M51煤层和M73煤层的煤尘均无爆炸性。
5、煤与瓦斯突出
根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年6月编制的《大方县金象煤矿M51号煤层煤与瓦斯突出参数测定及突出危险性评价科学技术报告》，M51煤层具有突出危险性。
煤层瓦斯参数测定结果汇总表 煤层 M51 瓦斯含量 （W） 11.48 瓦斯压力 （MPa） 0.94 煤的透气性 系数（λ） 0.8 瓦斯放散 煤层坚固性 初速度（mmHg） 系数f 43 0.21 煤层破坏 类型 Ⅱ 主斜井掘进工作面从煤系地层顶部从上到下穿过煤系地层，在不同的地段瓦斯涌出量各不相同，在掘进过程中，要根据前方可能揭露的煤层情况预计或实测瓦斯涌出量，采取相应的通风防瓦斯措施，确保安全施工。
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第三节 地质构造
一、区域构造
华诚煤矿大地构造位于扬子板块川滇黔盆地，黔北断拱内，属黔中隆起之西端的一部分，百纳向斜的东翼，地层走向近南北，倾角6°～12°。
二、井田构造
华诚煤矿矿区位于大地构造位于扬子板块川滇黔盆地，黔北断拱内，属黔中隆起之西端一部分，百纳向斜的东翼。地层走向南东—北西，倾向南西，矿区范围内为一单斜构造，地层走向北西345°左右，倾向南西，倾角（6-12）°。
本工作面地质构造简单，煤层以单斜构造为主，局部有起伏。对掘进有一定影响。
三、断层情况及其对掘进工作面的影响
该工作面地质构造简单，从目前掌握的地质资料分析：施工范围内无大断层，井下巷道中时见一些落差小于3m的小断层，这些落差较小的断层有待于施工中进一步收集和调查，进一步查明和控制，对掘进面无较大影响。
四、褶曲情况及其对掘进工作面的影响
本区域位于大地构造扬子滩地台滇黔褶系区黔中台隆的中部，是黔北断拱南部边沿地带。区内主要构造近于南北-北东向，次级构造近于北东向，对本工作面开无影响。
五、其他情况
矿井无火成岩侵入的岩墙、岩床，主斜井掘进区域无陷落柱。
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第四节 水文地质
1、地表水系
井田地处长江流域乌江水系与赤水河水系的分水岭地带，属长江流域乌江水系六冲河段下游的下洞河支流的补给区，区内地表无山塘、河流、水库等水体存在，仅在东部存在一条自北向南流的山区雨源型溪沟，沟水流量受大气降水的控制，雨季降水时流量增大，冬春(枯水季节)流量较小。沟水自北向南流出矿区，最终汇入六冲河。
2、地层含、隔水性
井田及其附近出露地层主要为二叠系中统茅口组（P2m）、上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。各地层含、隔水性如下（由于本矿施工的钻孔的简易水文观测资料较粗略，部分数据可能有误，故参照邻近的林红井田的钻孔资料进行划分）：
（1）第四系（Q）—弱含水层
分布于矿区斜坡地带及冲沟等低凹处，主要成分为残积，坡积物，层厚一般小于20m，具有孔隙度较大、透水性较好的特点，含有浅层地下潜水。
（2）三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）—弱含水层
广泛出露于矿区西部，以砂泥岩为主，其间夹有数层薄层状灰岩和泥灰岩，厚度70m左右。在地表浅部含微弱风化裂隙水，富水性弱，灰岩夹层内见有少许岩溶裂隙，含有微弱的溶隙水，其径流受到上下砂泥的阻隔，形成独自的含水空间，与上下地层之间很少发生水力联系。该层为弱含水层，视为相对隔水层。
（3） 三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）—中等含水层 广泛出露于矿区中部和东部，岩性主要为中厚状灰岩为主，下部70m左右为泥灰岩。由于受西部九级滩地层覆盖，地表岩溶洼地、岩溶漏斗发育普遍，地表水多就近通过岩溶洼地等转为地下水；该层含水层具有厚度大（大于200m）、富水性与渗透性较强、非均质、各向异性的特点。该层为中等含水层。
（4）三叠系下统夜郎组沙堡湾段（T1y1）—弱含水层
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主要出露于矿区东部溪沟附近，岩性以砂泥岩为主，平均层厚8.04m。该层地表易风化为碎粒状，含水性弱，仅在低洼地带含少量浅部风化裂隙水，该层未见泉点出露，富水性弱，为弱含水层，可视为相对隔水层。
（5） 二叠系上统长兴组（P3c）—中等含水层
出露于矿区东部边界附近及边界外，岩性以厚层状燧石灰岩为主，岩溶裂隙发育，地表多发育为陡坎，由于分布于井田的地势较高，主要接受大气降水补给为主，含有一定的地下水，地表尚未发现泉点。深部据林红井田钻孔揭露，只在埋藏较浅的几个钻孔出现漏水，如：林红井田1-1、4-1孔，深部钻孔均不漏水，据林红井田5-1、7-1两个钻孔抽水资料，地层的单位涌水量为：0.00054-0.000635l/s.m；地层厚度24.13-31.50m，平均29.44m，属区内中等含水层。
（6）二叠系上统龙潭组（P3l）—弱含水层
出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，由细砂岩、粉砂岩、煤、粉砂质泥岩等组成，夹少量薄层泥灰岩，含浅部风化裂隙水，深部据林红井田钻孔资料，无地层漏水现象，据林红井田5-1、7-1两个钻孔抽水资料，地层的单位涌水量为：0.000113-0.0001167l/s.m；地层厚度124.66-144.14m，平均127.91m；该层为弱含水层。
（7） 二叠系中统茅口组灰岩（P2m）—强含水层
出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，大面积出露于井田北部及东部外围，以中厚层石灰岩为主，总厚度大于100m。由于出露地势较高，地表发育落水洞、溶洞屡见不鲜，该层岩溶漏斗、岩溶管道极发育，具有大面积吸收、强径流、集中排泄等特点。根据林红井田18个钻孔揭露的情况，深部仅在少数几个钻孔出现漏水，由于揭露厚度不大，一般20m左右，故不能判断其漏水原因，可能与古风化壳有关，该层为强含水层。对开采M73煤层时可能影响较大。
综上所述：矿区内各地层地下水运动受上下隔水层的限制，其地下水主要为层间运动；长兴组、龙潭组容易接受第四系孔隙水的补给；各中-强含水层地下水最终以岩溶泉形式排入区外的大洞河上游沟谷中。
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3、地下水的补给、迳流、排泄条件
矿区内地下水主要由大气降水直接补给，大气降水一部分通过岩层层理、节理、裂隙、断层破碎带、老空等补给地下含水层；另一部分汇集于溪沟中流出矿区汇入六冲合。由于受隔水层的影响，地下水的迳流主要为顺层流动，垂向运动较弱，地下水通常以泉的形式排泄。
4、断层含、导水特征
矿区地表无山塘、河流、水库等地表水体分布，地表未见较大断层存在，不存在断层含水和导水的情况，井下巷道中时见一些落差小于5m的小断层，在小断层附近常见顶板裂隙淋水增大，但水量较小，对矿井充水影响较小。
5、矿井充水因素分析 （1）充水水源
1）大气降水
是地下水的主要补给水源。其补给强度和降水的强度及持续时间有着密切联系。
2）地表水
区内地表无山塘、河流、水库等水体存在，仅在东部存在一条自北向南流的山区雨源型溪沟，沟水流量受大气降水的控制，雨季降水时流量增大，冬春(枯水季节)流量较小。沟水自北向南流出矿区，最终汇入六冲河。据林东矿业集团有限责任公司2006年7月22日～2007年11月19日对该溪沟沟水流量的观测，其流量在3.75～7.53L/s之间，枯季较小，雨季较大，该溪沟水主要通过基岩裂隙导入井下，如果井下开采造成的冒裂带切穿该溪沟，则会对井下充水造成较大影响，故开采中应留足相应的防水煤柱。
3）第四系孔隙水
矿山内覆盖的第四系，含水性弱，加之厚度不大，分布不广，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。
4）龙潭组弱裂隙含水层
该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，在构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量相对会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会
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比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。
5）老窑采空区积水
老窑采空区积水是矿井充水的重要因素，在开采时，老窑采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。 （2）充水通道
1）岩石节理裂隙
矿区内的龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成构造节理、裂隙，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆及下伏含水层与含煤地层的水力联系。
2）人为采矿冒落裂隙
未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。
3）采空区
老窑采空区及矿井采空区会成为部分地表水进入矿井的通道。 （3）充水方式
矿井直接充水含水层为煤系地层，其在矿区内未出露，接受大气降水补给不强，为中等～弱含水层，充水通道以岩石原生裂隙、原生通道为主，规模一般不大。因此矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部地段可能发生突水。
（4）矿井主要水害类型
根据充水因素分析，该矿矿井主要水害类型为地表水水害、裂隙水水害构成，井下开采形成的采空区为其提供蓄水空间，是矿井防治水的重点。而主斜井施工时，巷道自上而下穿过前述地层中除茅口组灰岩之外的所有含水层和隔水层，因此地表水、岩溶裂隙水是本巷道施工时水害防治的重点，在今后的建设过程中，应采取“防、堵、疏、排、截、探、拦”七项水害综合治理措施，提前对存在积水区域进行探放和疏导和堵截，杜绝矿井透水事故发生，实现矿井安全生产。
7、矿井涌水量
矿井涌水主要由大气降雨补给，与大气降雨的雨量和持续时间呈
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正相关关系，并滞后5～10天，枯季时涌水量较小，雨季时随降雨量变化，根据金象煤矿井下涌水量实测资料，矿井目前正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为120m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
一、巷道特征及断层面尺寸：
1、主斜井掘进工作面巷道为半圆拱断面，断面规格净宽4.6m、净高3.3m,净断面积13.4m2，毛断面积14.3m2。
巷道平面示意图，巷道支护断面图。（详见附图）
2、巷道布置：在地面工业广场南西向东开门，全长952m，按240.5°的方位、-16°40'的坡度掘进，到+1262m标高落底后，向顶板方向掘主石门和井底平巷贯通采区轨道下山、运输下山和回风下山。
在2016年及以前，井筒已掘进510m，继续按16040'的坡度、240030'的方位向下掘进442m。
井筒落底后布置井底车场、主石门和变电所、泵房水仓等，届时另行编制作业规程。
3、水沟布置在巷道右帮，水沟规格为300×300mm；在掘进施工中风、水管敷设在巷道左帮下部；电缆敷设在巷道左帮上部；风筒敷设在巷道右帮中、上部；瓦斯抽放管敷设在巷道右帮下部。电缆钩固定在距巷道底板往上2000mm处，每隔3m一个，低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，电缆之间的距离不得小于50mm。水管固定在距底板往上200mm处，风管固定在距底板往上300mm处，接口严密，不得出现漏水、漏风现象。风、水管距工作面40m范围内使用Φ29mm的高压管和Φ10mm的高压管及一寸胶管，40m外使用二寸铁管，每
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隔50米留三通接口，以做防尘防灭火时备用，并随工作面及时延长。
第二节 支护设计
一、支护方式： （一）临时支护：
1、架棚支护时采用两根工字钢配合挂钩上面辅木板作为临时支护，采用11#工字钢，长度4m，工字钢间距为1.2m，挂钩吊挂环为三组，木板厚度不小于5cm,长度不小于1.8m。当人员进入迎头作业前必须前移前探支护，放完炮后把前探支护移至迎头并用木偰加紧固定好。前移前探梁时，由2-3人配合进行，并设专人观山。移前探支护必须一棵一棵的进行。
放炮前临时支护到迎头的距离不超过0.2m，放炮后临时支护到迎头的距离不超过2.2m。
2、锚网喷支护时采用C20喷砼作临时支护，放炮前临时支护到迎头的距离不超过2m，放炮后临时支护到迎头的距离不超过4m。
（二）永久支护：
根据岩层岩性情况，采用锚网喷支护和U型棚+喷浆支护。 1、U型棚+喷浆。
（1）U型钢规格：采用矿用25U型钢，截面面积31.79cm2，理论重量24.95kg/m，高度120mm，底厚15mm，外开口宽度135mm，立腿厚（最薄处）6.3mm。采取三段连接，其长度为：拱长5173mm、一侧腿长2900mm、水沟侧腿长3100mm、梁腿搭接长度为450mm。巷道净断面为13.4m2。
（2）支护间距：U型钢棚距1000mm±50mm。
（3）支架设3根拉杆，顶部和两帮各1根，前后支架间互相连接；顶帮用木板背严，冒空处接顶处理。
永久支护放炮前到迎头的距离不超过2m，放炮后到迎头的距离不超过4m。
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所架棚子不能出现前倾、后仰、迈步等现象。
（4）U型棚支护后再进行喷浆支护，C20喷砼支护170mm。 2、锚网喷支护：
巷道所经区域围岩完整时采用锚网喷支护。
（1）锚杆选用：直径Φ=20mm，长度为2000mm的树脂钢筋锚杆；锚杆托板规格：长*宽*厚=150mm*150mm*8mm的钢板；每一根锚杆配Z2350药卷2筒。
（2）药卷：药卷型号为Z2350。
（3）金属网：12#铁丝机编菱形网（网格40mm*40mm）或网格100mm×100mm、直径4mm钢筋网。
（4）锚杆间排距：700mm×700mm
（5）W型钢带：规格220mm*4mm，敷设间距800mm，每轮长度5.2 mm。
（6）锚索：16mm*8000mm的钢绞线，锚索托板采用长*宽*厚=300mm*300mm*10mm的钢板，锚索间距2m，锚索外露长度（索具下端到锚索外露端头）：≯300mm。
（7）施工工具：采用专用锚杆钻机配合六方型（对边尺寸19mm）钻杆打眼，钻头直径Φ28mm；油压锁紧机具锁紧索具。
（8）C20喷砼支护100mm。 二、质量标准： 1、U型棚支护质量标准
（1）棚子棚距为：1000mm（±100mm），所架棚子不能出现前倾、后仰、迈步等现象。
（2）巷道净宽4.6m允许超宽（+50mm），允许欠挖（0mm），
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巷道净高为3.3m允许超高（+50mm），允许欠挖（50mm）。
（3）两帮用背木背严背实，空顶部分必须用圆木、半圆木进行绞架接顶。棚子不能出现前倾、后仰、迈步等现象。
（4）巷道按中、腰线进行掘进，巷道严禁爬坡、下坡。
检验项目 1.巷道净宽 2．巷道净高 3 .支架梁水平 4 .支架梁扭距 5 .支架间距 8 .拉杆 9.前探梁 10.背帮接顶 11.水沟 宽300mm 深300mm 4600 3300 ±5 1000 标准规定（mm） 0～+50 -30～+50 ≤＋60 ≤＋100 -100～+100 不少于3根、顶部1根两帮各1根 抱箍紧固不松动、均匀、构件齐全 严实不得空帮空顶 -50～+50 -50～+50 三、支护工艺
1、U型棚+喷浆支护施工顺序：安全检查→打眼放炮→移前探支护→安装梁子→背顶→出渣→挖脚窝→安装腿子→背帮→喷浆。
2、锚网喷支护施工顺序：安全检查→打眼放炮→临时支护→检查并刷断面→支护巷顶锚杆锚网→出渣→支护巷帮锚杆锚网→喷浆。
第四章 施工工艺
第一节 施工顺序
1、首先完善通风系统和风、水管路和出货进料系统。 2、根据生产技术科给定的开口位置、方位及施工设计图纸进
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行施工。
第二节 掘进工艺
一、炮掘施工工艺
1、掘进方式：（1）采用“三·八”制进行作业，每24小时完成两个循环作业。
（2）采用YT28型风钻或风煤钻进行打眼放炮作业。 （3）沿按中腰线掘进。 2、掘进循环进尺以及工艺流程： 循环进尺：1800mm。
工艺流程：打放炮眼→装药→检查放炮线→撤人→站岗→停动力电→放炮→安全检查→移前探支护→安装梁子→背顶→出渣→挖脚窝→安装腿子→背帮→喷浆。或：打放炮眼→装药→检查放炮线→撤人→站岗→停动力电→放炮→安全检查→临时支护→巷顶支护锚杆锚网→出渣→巷帮支护锚杆锚网→喷浆。
3、设备及工具配备表
设备及工具配备表
序号 1 2 3 4 5 6 设备、工具名称 风钻 风煤钻 铁铲 规格型号 YT28型 ZQST-30/2.5 把 台 台 台 4 2 1 1 单位 数 量 台 台 2 1 备 注 使用1台，备用1台 15 局部通风机 FBDNO5/2×控制开关 馈电开关 QBZ-2×80 2×120 KBZ-9-400 21
7 8 9 10 11 12 综保 闭锁开关 锚杆机 喷浆设备 耙矸机 箕斗车 ZBM-4.0 QBZ-80 ZP-VII PB-30 3.0m3 台 台 台 套 台 台 1 1 2 2 1 1 使用1台，备用1台 使用1台，备用1台 第三节 凿岩方式
该掘进工作面施工时采用普通钻爆法施工工艺。爆破时采用先掏槽、后辅助再刷帮压顶的爆破方法。
钻爆工艺流程：钻眼前安全检查→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯→撤人设警戒→远距离爆破→检查瓦斯及爆破效果→洒水防尘→敲帮问顶→超前支护→出煤（矸）→支护。
钻爆工序要求：
⑴钻眼前必须检查迎头10米范围内的支护，发现问题及时处理。 ⑵必须根据中线在工作面按炮眼布置图定眼位。
⑶严禁打眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。
⑷爆破要严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度。
⑸爆破时采用先掏槽、后辅助再刷帮压顶的方法，正向装药，串联联线方式，使用毫秒电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，每眼使用1-2个水炮泥。
⑹爆破时全井撤人停电，在地面井口外侧20米以外的指定地点放炮。
巷道严格按生产技术部门给定的中线、腰线掘进。 耙矸机出渣，直接上箕斗车，再用绞车提升到地面。
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交接班后，必须先进行安全检查，然后再进行打眼、装药、爆破等工作；工作面炮烟吹散后（30分钟后），由瓦斯检查员、班长、放炮员和首先进入工作面的作业人员，由外向里瓦斯检查员检查瓦斯，作业人员由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后再进行危矸活石的找掉工作，打好打牢临时支护，出碴、进行永久支护。
放炮前有当班瓦检员检查瓦斯、固定好风筒，接好临时风筒；按规定悬挂各类传感器、安全员负责监督班组长加固好支护，保护好风、水管线；瓦斯抽放管及电器设备。
巷道掘进采用采用YT28型风钻或风煤钻进行打眼，压风来源于地面压风机。
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、装煤前洒水、爆破时开启水幕进行喷雾、爆破后冲刷巷壁。
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第四节 爆破作业
煤巷道为楔式掏槽法，全岩石巷道为直眼掏槽法。 一、炸药、雷管
使用3＃煤矿硝铵炸药、1-5段毫秒延期电雷管,电雷管必须编号。 二、装药结构
必须采用正向装药，其结构图如下。
水炮泥炮头脚线三、起爆方式
炮泥炸药
起爆使用MFd-100型发爆器起爆，半煤岩巷采用分掘分装，联线方式为串联，实行一次装药一次爆破。
炮眼布置图见附图。
爆破参数表
名称 掏槽眼 辅助眼 序号 1~6 7~22 雷管 眼数 眼深（m） 装药量（kg） 眼小计 每 小计 深 长度 眼 2.1 2.0 2.0 2.0 2.0 12.6 32 52 12 2 110.6 0.75 0.45 0.3 0.45 0.45 4.5 7.2 7.8 2.7 0.45 22.65 起爆 顺序 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅳ （个） （个） 6 16 26 6 1 55 6 16 26 6 1 55 周边眼 23－48 底眼 水沟眼 合计
49~54 55 备注：炮眼封泥长度不小于0.6m
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爆破预期效果表
指标名称 炮眼利用率 循环进尺 循环岩石实体 每循环炸药消耗量 每循环雷管消耗 单位 数量 % m m3 Kg 个 87 1.8 指标名称 单位 数量 0.88 2.14 12.58 30.56 4.30 单位体积炸药消耗 Kg/m3 单位体积雷管消耗 个/m3 25.74 单位进尺炸药消耗 kg/m 22.65 单位进尺雷管消耗 个/m 55 单位原岩炮眼长度 m/m3
第五章 生产系统
第一节 通风系统
一、工作面风量计算 1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×q×k＝100×1.0×2.0＝200m3/min
式中 Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
100——单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8％或二氧化碳浓度不超进1.5％的换算值；
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取1.0m3/min； k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取2.0。 2、按炸药量计算：
Q＝25×A＝25×7.8＝195m3/min
式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min； 25——每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量；
A——掘进工作面一次爆炸的最大炸药量，㎏。取7.8㎏。 3、按工作人数计算：
Q＝4nk＝4×12×1.4＝67.2m3/min
式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
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4——每人每分钟不低于4m3/min的配风量；
n——掘进工作面同时作业的最多人数7人，加管理人员3人，其他人员2人，取12人；
k——配风不均匀系数，取1.4。
4、按局扇的实际吸风量计算：
Q＝Q局Ik＝320×1×1.2＝416m3/min 式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；
Q局——局扇的额定风量，m3/min，选用FBD№6.3/2╳30KW
型局扇，额定吸风量260--630m3/min，根据现场实际，取300m3/min； I——掘进工作面同时运行的局扇台数，台；
k——为防止局扇吸循环风时的风量备用系数，取1.3。
5、风筒漏风率计算
风筒供风总长980米，漏风率按3%计算，则漏风量为29.4m3/min 局扇实际最大风量为：200m3/min+29.4m3/min=229.4m3/min 二、风量验算 1、按风速验算：
根据上述计算结果，选取最大风量Q＝230m3/min作验依据。 （1）按量小风速验算：
Q掘＝15S掘＝15×10.9＝163.5m3/min＜240m3/min （2）按量高风速验算：
Q掘＝240S掘＝240×10.9＝2616m3/min＞240m3/min
符合《煤矿安全规程》规定。（15S掘≤Q≤240S掘，m3/min） 2、按掘进面温度和炸药用量验算：
根据2005年国家煤安局组织编写的《煤矿作业规程编制指南》，掘进面温度和炸药用量按下表验算：
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炸药量（kg） 温度（℃） 需要风量 （m3/min） <5 5－20 >20 16以下 16－22 23－26 16以下 16－22 23－26 16以下 16－22 23－26 40 50 60 50 60 80 60 80 100
掘进面温度一般在18－19℃，每次炸药用量22.65kg，需要风量＞100m3/min，符合要求。
3、按有害气体的浓度验算：
回风流中瓦斯和二氧化碳的浓度不超过1%，其他有害气体的浓度符合煤矿安全规程规定。
q瓦/Q掘≤1%
1.0/230＝0.0058＝0.44%≤1%
式中 q瓦——瓦斯绝对涌出量，m3/min； Q掘——掘进工作面的需风量，m3/min
根据上述计算结果，选取最大风量Q＝230m3/min作验算依据。 三、通风方式及供风距离 1、采用压入式局部通风。 2、局部通风机安设的地点：
局部通风机安设在主井井口外侧20米以外的新鲜风流中，最长供风距离为980m。掘进过程中如通风系统调整、变化时，必须及时调整局部通风机的安设地点并编写补充措施。
四、局部通风机选型
根据风量计算，工作面需风量230m3/min。选用1台2×30kw局部通风机，双级运转掘进工作面的供风量为260--630m3/min，能够满足需要。配1路φ800mm胶质阻燃风筒向工作面供风，另配1台同型号的局部通风机搭不同电源并用切换三通与风筒合茬备用。
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四、通风系统
掘主斜井时：地面→局部通风机→迎头→主斜井→地面
第二节 压风
一、供水系统
矿井现有两台固定式螺杆压缩机，型号BLT-175A/8，额定排气量0.8MPa，额定容积流量23.6m3/min，额定功率132kw。
空压机安装在地面，主管路选用：压风管（国产钢管）Φ133×4，Pg=0.8MPa ，长1500m。每100m设置一组出口闸阀及减压阀，出风口及减压阀与防尘管路出水口错开。支管路选用内径为83mmΦ83×4的无缝钢管，壁厚4cm。
管道在地面沿地表支架敷设，井下敷设在巷道右帮。 主管道敷设线路：地面空压机站→工业场地→主斜井。 支管道敷设线路：主斜井井筒→主斜井掘进工作面迎头。
主斜井避灾路线上敷设压风管路，并设置供气阀门，间隔不大于200米。 在距采掘工作面25～40米的巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风巷有人作业处等地点至少设置一组压风自救装置。每组压风自救装置应可供5～8人使用。
主送气管路应装集水放水器。在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和汽水分离器。压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。
第二节 供水、防尘、防灭火系统
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一、供水系统
水源来自地面净压水池，自净压水池水管→主斜井→主斜井掘进工作面迎头，分别用二寸铁管、Φ29mm高压软管和Φ10mm高压软管接至工作面。
二、防尘系统 1、防尘措施
（1）本工程开工前，必须安设好防尘水管（2寸以上），并随工程进度而向前延伸，保证灭尘水管到迎头的距离不超过20m。
（2）距工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有存放水炮泥的箱子，箱子内有不少于规定一次装药所用已灌好的水炮泥，装药时必须严格按照规定装填水炮泥。工作面要配有20m长的胶管，放炮前及出货前要洒水降尘。
（3）打眼时必须进行降尘工作，没有防尘水时严禁施工。
（4）施工过程中，必须经常清理巷道内的浮货，施工单位经常对本单位施工巷道风流汇合处以里进行冲洗，防止煤尘积聚。
（5）施工过程中，必须严格控制好风量，防止煤岩尘飞扬。 （6）作业人员必须佩戴防尘口罩，并定期进行身体检查。
（7）巷道内每隔50m设一个三通。以便安设喷雾装置，放炮前以及出碴时将喷雾装置打开。
（8）施工过程中采用湿式打眼、必须佩戴防尘口罩、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩帮、净化风流等综合防尘措施。
2、防尘系统：地面高位水池水管→副斜井→辅助下山→回风联络巷→回风下山→1475回风石门→主斜井掘进工作面
三、防灭火
（1）放炮装药时必须使用好水炮泥和黄泥。
（2）出碴之前必须先洒水灭尘，将碴洒湿，防止粉尘飞扬。
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（3）水管应安装有空头，并用开关关死，以备洒水降尘和灭火用。 （4）因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾时，利用水管直接灭火。
（5）电器设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。
（6）控制火势漫延，同时安瓦员及时派人用电话向调度室和矿值班人员汇报，采取处理措施进行灭火。
（7）施工过程中要及时清理浮煤，定期冲刷巷道。硐室内存有灭火砂和消防器材。
第三节 安全监控系统
1、安设位置：
掘进工作面巷道内安设2台高浓度甲烷传感器T1、T2和一氧化碳传感器，T1和一氧化碳传感器距迎头不大于5米，T2距汇风点10～15米。
2、断、复电瓦斯浓度及断电范围： 1）断电值：T1≥0.8%，T2≥0.8%。
2）断电范围：T1、T2——本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。
3）复电值：T1＜0.8%，T2＜0.8%。 3、监控设施管理措施：
（1）甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300 mm，距巷道侧壁不小于200 mm。
（2）甲烷传感器必须安设在顶板支护安全完好处，防止冒顶及其它损坏。
（3）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每7天用标准气样校核一次，日常若有故障，应及时处理。
（4）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须
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同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，机电队负责安设瓦斯电闭锁，负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私自甩掉不用。
（5）因瓦斯超限断电的电气设备，必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。
（6）掘进工作面T1和一氧化碳传感器由当班瓦检员负责随掘进前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。
（7）洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。
（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。
第四节 排水系统
根据地质说明书有关资料，本工作面在上部通过长兴灰岩含水层（已进行治水处理），现掘进有存在断层水、裂隙水的可能，还有生产防尘水，预计涌水量在5m³/h。
在主斜井迎头设置临时水窝，安装风泵，将工作面积水排到斜井临时水仓。
选择QYW30-80矿用风动潜水泵3台，1台工作，1台备用，1台检修。风泵参数为：额定流量30m³/h，额定扬程80m，工作气压0.4－0.7Mpa，耗气量范围5－6m³/min。
选用100D-3×45离心水泵，配电机55kw，3台；D155-6×30离心水泵 ，配电机110kw ，3台（其中一台工作、一台备用、一台检修）。
排水管选用Ф150×6无缝钢管和Ф159×6无缝钢管二路。现有两个水仓：一个水仓在主井井筒中部，另一个临时水仓（靠近掘进迎头）。
排水系统路线：
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主斜井掘进工作面→临时水仓→井筒一水仓→排水管→地面（污水处理站）
第六节 供电系统
供电线路：地面中央变电所→主斜井→主斜井掘进工作面。
配电点设置在地面中央变电所，并且采用风电、瓦斯电闭锁。变电所总开关设有检漏继电器，对整个线路进行绝缘监视。
第七节 运输系统
正常情况下采用耙矸机出煤（矸），特殊情况下采用人工出煤（矸），箕斗提升至地面。
运输煤（矸）系统：工作面→主斜井→地面。 运料系统：地面车场→主斜井→工作面。
第八节 通讯系统
本工作面安设矿用本质安全型防爆电话机（电话号码：805），通过通讯电缆敷设能够直接和主井绞车房、监控室、矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。
工作面电话机的位置距离工作面迎头30米以内，以迎头作业人员能听到电话铃声为宜。
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第六章 劳动组织及主要经济指标
第一节 劳动组织
巷道掘进采用“三．八”制组织生产，每24小时两个循环，循环进尺1.8m。劳动组织见下表：
劳动组织表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 工种 打眼工 爆破工 出煤（矸）工 支护工 运料工 瓦检员 安全员 班长 合计 在册人数 早班 6 3 9 9 3 4 4 3 27 2 1 兼4 3 1 1 1 1 9 出勤人数 中班 2 1 兼4 3 1 1 1 1 9 晚班 2 1 兼4 3 1 1 1 1 9 由支护工和 运料工兼 备注 第二节 循环作业图表
为保证正规循环作业的完成，掘进工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安装排工序，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。
附：主斜井掘进正规循环作业图表
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正规循环作业图表班次早 班中 班晚 班工序时间81012141620222202468交 接 班5 安全检查5打 眼240瓦斯检查10装药联线20撤人站岗20炮前炮后瓦斯检查30洒水防尘10临时支护20出 矸140锚网支护60喷 浆70交 接 班10备 注
第三节 主要技术经济指标
技术经济指标表
序号 项目 单位 数量 备注 1 掘进断面 m2 14.3 2 净断面 m2 13.4 3 硬度系数 2-5 4 每循环眼数 个 55 5 每班循环次数 个 0.667 6 每循环进尺 m 1.8 7 日进尺 m 3.6 8 月循环率 % 74 9 月进尺 m 80
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10 11 12 13 14 15 每循环出煤（矸）量 每米炸药消耗 每米雷管消耗 每米钢材消耗 每米木材消耗 每米轨道量 m3 Kg/m 个/m t/m m3/m t
25.7 12.58 30.56 0.4 0.01 200×200mm四方木 22kg钢轨 第七章 安全技术措施
第一节 施工准备
1、施工前，由技术人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，未经贯彻不得下井作业。
2、施工前，生产技术科必须提前给出开口位置，标好中线和腰线，施工单位严格按线施工。
3、开口前必须对支护环境进行检查加固和清理。
4、开口前应提前按设计要求，形成正规的通风系统和其他系统，并能正常使用，同时准备好各种支护材料和所需工具。
5、上岗须知
（1）入井前必须先经过培训，并考试合格后，方能上岗作业。 （2）入井前要熟悉井下各巷道的路径，避灾路线和各种安全标志，以免误入危险地区和迷失方向，发生意外事故。
（3）煤矿职工要注意休息和饮食，下井前一定要睡好吃饱，使精神饱满，精力充沛。入井前严禁喝酒，以免神志不清造成事故。
（4）严禁携带引火物下井，如香烟、火柴、打火机以及带打火机的电子表等。
（5）入井前，必须准时参加班前会，认真听取工作安排和安全注意事
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项，搞懂记清，以便采取妥善措施安全地完成任务。
第二节 一通三防
一、通风管理
1、掘进工作面采用“双风机，双电源”的方式供风，局部通风机和启动装置安设在地面井口外的新鲜风流中。工作面的风机实行“三专两闭锁”，巷道内的所有电气设备实行风电、瓦斯电闭锁。且必须保证两台风机都处于完好状态，任何一台风机出现问题必须及时组织处理好。
2、安装的局部通风机必须上架子，上好胶垫以保证高压部位不得漏风。 3、工作面安设瓦斯自动监测报警装置，并派专人进行管理，经常调试保证其灵敏准确。
4、风筒用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，掘进过程中，风筒出风口距迎头的距离不得大于5m，以保证工作面有足够的风量。
5、工作面每班必须派一名瓦检员、安全员跟班检查瓦斯和安全隐患，严禁空班、空检、漏检。
6、根据通风设计的要求配足230m3/min风量，严禁无风、微风、瓦斯超限作业。
7、工作面风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止打眼放炮作业，放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，严禁放炮，工作面风流中瓦斯浓度达到1％时必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理，电动机及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.5％时，必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理。因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到0.8％以下时，方可恢复送电。
8、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时,都必须停止工作,撤出人员、制定措施，进行处理。
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9、临时停工不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏,设有提示警标,禁止人员入内,并向矿调度汇报;停工巷道内瓦斯和CO2浓度达到3%或其它有害气体浓度超过规定,不能立即处理时,必须在24小时内封闭完毕. 启开封闭时，必须事先排除其中聚积的瓦斯。排除瓦斯工作必须制定安全技术措施。严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。如果停风巷道中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和CO2浓度超过3%，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。
10、无论工作或交接班时，工作面都不准停风，无论何种原因停风时，必须编制停风计划报总工程师批准，必须撤出人员，切断电源，恢复通风前，必须由专职瓦检员检查瓦斯。只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高CO2浓度不超过1.5%，局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员开启通风机。
11、在排放瓦斯过程中，排出瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和CO2
浓度都不得超过1.5%，且回风系统必须停电撤人、站岗，其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道中瓦斯浓度不超过0.8%时和CO2浓度不超过1.5%时，方可人工恢复通风机供风巷道内电气设备的供电和回风系统的供电。
12、施工过程中，必须保证风机正常运转并由专人停开风机、局部通风机的停、开由瓦检员负责，其它人员严禁擅自停、开风机。若风机停止运转时，必须及时撤出人员，切断电源。
13、如果瓦斯断电仪出现故障或联锁开关送不上电，应立即通知通风队安排人员处理，严禁将断电仪甩掉不用或将控制线短接。
14、在安设风机时应保证两台风机功率对等、互为备用，并实现风电、瓦斯电闭锁，掘进工作面在其运转的局部通风机没有进行风电、瓦斯电闭锁时，掘进巷道内设备不准送电和进尺。
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15、掘进工作面中的机电设备的各种保护必须齐全，严禁甩掉保护装置作业。
二、防尘管理
1、防突队每天必须设专人对整个掘进巷道及出货系统冲洗一次。各转载点喷雾要齐全、正常使用，并及时清除喷雾地段的浮煤。
2、在主斜井巷道中部安设一组隔爆水棚，并要经常加水、维护、确保水量充足。
3、通风队应定期采集各作业工序粉尘样品测定，并按《煤矿安全规程》规定定期进行游离SiO2含量测定。当粉尘中游离SiO2含量大于10％时，总粉尘浓度不超过2mg/ m3，当粉尘中游离SiO2含量小于10％时，总粉尘浓度不得超过10mg/ m3时，呼吸性粉尘浓度符合规定。
4、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩。 三、防火管理
1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必须密闭回收至地面，严禁随地泼洒。
2、掘进过程中如发生冒顶，除需要架木垛或采取其他管理措施外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面通知通风队及有关单位做好防灭火工作。防突队应立即预设观察孔和措施孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度情况，发现异常，立即汇报处理。通风队应对发现一氧化碳或高温点的区域实行注水降温、注凝胶充填等措施，防止高冒区自然发火。
3、任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报矿调度室。矿调度室在接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班调度员和现场的管理人员、班
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组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤到安全地点，并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。
4、电器设备着火时，应先切断电源，切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火。
5、在抢救人员和灭火过程中，矿值班调度员必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。
第三节 顶 板 管 理
1、所有人员进入工作面,必须沿途检查巷道内的支护及围岩情况,发现问题及时处理,待处理好后方可工作。
2、在打眼前和放炮后,必须由班长指定有经验的两名人员担任找顶工作,一人找顶,另一人观察顶板和退路,找顶人应站在支护完好的安全地点,观察人应站在找顶人的侧后方,并保证退路畅通。
3、找顶时应从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶部后两帮依进行,找顶范围内以及下方严禁其他人员进入或作业。
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,不得硬强挖。
5、只有将帮顶活矸找净、将前探支护移到位并揭好顶后方可进行出煤（矸）作业。
6、放炮前必须加强固定20m内的支护,只有当确认无任何隐患存在时方能组织放炮工作。
7、巷道过断层、破碎带或遇地质构造时生产技术科应在异常带前30m下达通知单；重新制定专门的安全技术措施审批后执行。
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第四节 爆 破 管 理
1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能及《煤矿安全规程》中的有关规定。
2、必须采用正向装药正向起爆，严禁采用反向装药,反向起爆。 3、放炮员必须是经专门培训并取得爆破合格证的人员担任，并持证上岗。电雷管和炸药必须分开运送,电雷管必须由放炮员亲自运送,炸药可由放炮员或在放炮员临护下,由经过培训的放炮员助手运送,严禁用电机车或矿车运送爆破材料。
4、爆破材料运到施工地点后，放炮员必须把炸药、电雷管分别存放在专用的炮药箱内，并加锁，严禁乱扔乱放，炮药箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机械、电器设备的地点，并放到放炮警戒线以外的安全地点。
5、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管理顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出单个电雷管，同时必须将其脚线末端扭结短路。
6、装药前,先清除炮眼内的煤粉或岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞。炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
7、装配引药时，必须遵守下列规定：
（1）装配引药必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的放炮工作地点附近进行。严禁坐在炮药箱上装配引药；
（2）装配引药时，必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层；
（3）电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹、木棍扎眼。
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电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上，装配引药必须在远离其它人员的安全地点；
（4）电雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便把电雷管固定在药卷内，并将电雷管脚线末端扭结短路。
8、有下列情况之一者都不准装药、放炮：
（1）空顶距离不符合作业规程规定，或者留有伞檐时；
（2）装药前和放炮前，瓦检员必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时；
（3）在放炮地点20m以内，有浮煤（矸）以及其它物体阻塞巷道断面1/3以上时；
（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散、透老空等情况时。
有上述情况之一者，必须报告班、队长及时处理，在未作出妥善处理之前，放炮工有权拒绝装药、起爆。
9、采用正向爆破，待炸药、引药装好后，先填80mm的隔水泥，然后装填1-2个水炮泥，最后用黄泥封填，炮眼封泥长度不得小于0.5m。
10、严格执行“一炮三检查”和“三人联锁放炮”制。
11、放炮母线的铺设从里向外逐段进行，放炮母线远离工作面的一端必须扭结成短路，放炮母线不能与电缆线、信号线挂在同一侧，当必须挂在同一侧时，放炮母线必须挂在电缆的下方，并应保持300mm以上的距离，放炮母线严禁有任何明接头，且远离工作面的一端必须随用随挂，以免发生误接。
12、作业过程中，当发现有异常情况，如顶板自动掉碴、底鼓、片帮、冒顶、煤壁擅动、瓦斯忽大忽小、打眼时夹钎、钻机过负荷、有喷孔、听到闷雷声等状况时，立即将所有人员沿避灾路线撤到安全地点后，及时向调度
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室和队值班人员汇报。
13、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：（1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如卧底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药量不得超过200g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1.0%不准爆破； d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须站好岗并有班组长在现场指挥；
（2）炮眼深度为0.6—1.0m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。 （3）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
14、爆破前，必须加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。爆破前，班组长必须亲自安排专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。
15、爆破母线和连接线应符合下列要求：
（1）爆破母线必须是专用放炮线，严禁采用胶质线代替放炮母线，接头必须使用接线盒，严禁出现明接头。
（2）爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。
（3）爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧，如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.5m以上的距离。
（4）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。
（5）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
16、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型，不得和其
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他电源代替放炮器起爆。
17、发爆器的把手、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，不得将把手或钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。
18、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数、并将所有人员撤离到警戒线以外，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少等5秒方可起爆。装药的炮眼应当爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。
19、放炮后，由调度员通过监控系统观察工作面以及回风流中的瓦斯情况，发现异常，立即通知井下所有人员撤到地面。若没有任何异常状况，爆破30分钟后，等工作面的炮烟被吹散，爆破工、安检员、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，确认安全后由班长撤出各岗位警戒点的站岗人员，方可准许其他作业人员进入作业，否则，必须先组织处理现场中的安全隐患，只有在安全隐患排除，无安全威胁，方可让人员进入现场作业。
20、通电后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15分钟，才可沿线路检查，找出拒爆原因。
21、处理拒爆、残爆时，必须在班组长和安全员指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：
（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
（2）在距爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆，严禁在原眼位置打眼。
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（3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不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。
（4）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。
（5）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。 22、爆破后，担任警戒人员未接到撤岗信号，不准私自撤岗。 23、放炮站岗撤人措施： （1）起爆点：在主井底皮带头。
（2）站岗点：在井口20米以外设置警戒，禁止人员靠近。
（3）搜索路线：从主斜井掘进迎头沿主斜井到主斜井井口，岗哨到位且所有人员撤到必须由班长亲自撤岗。
（4）撤人地点：主斜井中的所有人员，在放炮前必须全部撤出到警戒点以外。
（5）停动力电范围：在放炮前必须将主斜井中的非本质安全型电源及电气设备全部停掉。
第五节 防治水
1、做好水文观测工作，收集地面气候、降水量与周边小溪流水文资料（流速、流量、水位、枯水量、洪水期）。
2、通过探水钻孔和水文观测点观测各种水源的水压，水位和水量变化的规律。
3、做好疏放水工作，巷道内的水沟必须畅通，排水泵必须时常检查维护，保证其完好，同时必须配备同等功率的排水泵作为备用泵。
4、作业人员必须熟悉透水预兆，透水预兆有：
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（1）巷道壁或煤壁“挂汗”； （2）煤层变冷；
（3）淋水加大、顶板来压、或底板鼓起并有渗水； （4）出现压力水线；
（5）出现水叫声、煤层有水挤出、并产生“嘶嘶”声、有时尚能听到空洞泄水声，这是透水的危险性征兆；
（6）工作面有害气体增加；
（7）煤壁或巷道“挂红”酸度大，水味发涩和有臭鸡蛋味道道； （8）煤发潮发暗。
当发现有上述透水预兆时，立即停止作业，沿避灾路线撤出所有人员，并向调度室和矿值班人员汇报。
5、采用管路分段进行排水，若出现积水，及时用泵排出，同时必须保证排水设施完善。
6、对靠近迎头的排水泵和排水管路，在放炮前必须予以保护好，严防损坏。
7、编制专项探放水设计及措施并严格执行。 第六节 机电管理
1、井下严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦风浓度低于0.8％时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体接地放电。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作。开关手把在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌。任何人员不能取下此牌板，只有干此工作的人员才有权取下此牌，当工作结束后应及时取下牌板，恢复送电。
2、操作井下电气设备应遵守下列规定：（1）非专职人员不得擅自操作
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电气设备。（2）电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。
3、容易碰到的、裸露的机械的转动和传动部分，必须加装护罩或遮栏等防护设施。
4、电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前必须检查其“产品格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。
5、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离启动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行一次跳闸试验。
6、井下电缆的选用应遵守下列规定：（1）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应；（2）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体；（3）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。
7、电缆吊挂必须用电缆钩，巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落；其悬挂高度应保证电缆在1.5m高度；电缆钩的悬挂间距为3m。
8、电缆不应悬挂在风、水管上，不得受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧铺设时，必须铺设在管子上方，并保持在0.3m以上的距离。
9、电缆的连接应符合下列要求：（1）电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板或线鼻子与电气设备进行连接。（2）电缆之间严禁直接连接，必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。（3）3台以上（含3台）的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其他就近的潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放于水沟深处。
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设置在其他地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，钢管上至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并全部垂直埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根钢管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于150mm。
10、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。
11、严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。
12、存在下列问题的电气设备不得下井使用：（1）防爆结合面锈蚀、划痕超过规定；（2）绝缘座破裂导致接线柱松动、接线柱变形或螺纹滑扣；（3）导电螺栓、螺母锈蚀超过规定；（4）喇叭嘴不配套或断裂、缺损；（5）开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套，缺手把或罢动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢；（6）开关的机械闭锁失效；（7）开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩；（8）开关底托架断裂或固定不牢；（9）没有经过指定的电气设备防爆检查员检查出具的防爆合格证；虽有合格证但检验期超过6个月或没盖检查员编号章；（10）电机风扇处的护罩与电机外壳固定不牢。
13、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1-3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。
14、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损，并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：（1）外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm，同时凹凸深度超过5mm；（2）使用未经指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件；（3）防爆室观察窗的透明板松动、破裂，或使用普通玻璃；（4）闭
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锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用；（5）防爆壳内外有锈皮脱落；（6）防范爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座；（7）改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙距离不符合规定。
15、电缆引入装置接线嘴应完整、齐全、坚固，密封良好。
16、工作面电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外；电煤钻用完后要放在干燥的地点，并把电缆盘好。
17、电气设备必须使用综合保护、风电闭锁等安全保护装置；自动停电时，待查明原因、确认无误后，再人工送电。
18、各机械设备必须定期按时进行注油、检查维修，以保证设备良好运行。
19、井下所有电器设备必须达到“MA”标志。
第七节 提升运输管理
1、绞车司机持证上岗；严禁任意安排无证人员干此项工作。
2、运送物料时，每次开车前把钩工必须检查装载情况。超过规定、装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时，都不得发出开车信号。
3、绞车提升工作，必须建立严格的岗位责任制。由各专职人员负责对轨道、钢丝绳、绞车、驱动装置、箕斗、连接装置及保险装置和其它装置等进行检查，维修和调试，保证这些装置经常处于良好状态。
4、阻车器和挡车装置必须经常关闭，放车时方准打开。
5、绞车必须使用双向电铃信号装置，信号要灵敏可靠，听不清信号或信号模糊不准开车，待听清信号后方能进行开动绞车。信号规定为：
一次长铃 停车； 连续二次铃 提车； 连续三次铃 放车；
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6、每次开动绞车前，绞车司机必须固定绞车底座的地脚螺丝，地脚螺丝必须牢固可靠；绞车各部件如：螺栓、垫圈、护罩等必须牢固且齐全，制动闸和离合闸要灵活好用；操作按钮要安装在操作方便及不受碰撞的地方;绞车钢丝绳是否符合要求,只有当确认没有任何隐患存在时,方能进行开动绞车。
7、严格执行“行车不行人,行人不行车”制度。严禁扒、蹬、上下车。 8、禁止绞车司机擅自离开绞车,绞车处于工作状态时,两手不能离开制动闸和离合闸。
9、每次在使用前必须按规定先打点铃信号，根据所打的点铃信号进行操作，当点铃信号不清楚时，不能开动绞车，待听清信号后方能根据所打的点铃信号进行操作。
10、当有下列情况之一时，要及时停车：
（1）绞车起动或运行中，发现绞车移动以及地脚螺丝松动； （2）车在运行中，发现有行人；
（3）发现由于掉道或其它原因造成的绞车超负荷； （4）发现其他不安全情况或听见有人喊停车。 当出现上述情况之一时,待处理好后方能进行开车。
11、绞车在运行中,司机应经常注意电机和机械的响声,如声音不正常或有特殊的震动时,应立即停车检查原因。
12、底绳在滚筒上缠绕,不得少于3圈;钢丝绳在滚筒上缠绕时,应按顺序排列,最外层距滚筒边缘的高度,至少应为绳径的2.5倍。
13、空重车不准在坡上吊钩停放,中途需要装卸时,应相互联系好以后进行,但严禁摘钩,司机要压好制动闸,且车的下方不得有人。
14、上把钩工没有关好挡车器前不许摘挂钩,向下放车时钢丝绳未绷紧,未挂好钩头和保险绳钩前,不许打开挡车器。
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15、操作结束后应把钢丝绳全部缠在滚筒上；应切断电源,把开关手把打在断电位置,锁紧闭锁螺钉。
16、绞车司机搞好绞车周围文明生产,盘好信号线,收好工具后方可下班。同时并应向接班人以及班长汇报运转情况,存在问题等后方可下班。
17、搬运物料时人员必须互相照应，行动一致，同起同放不准乱扔，以防物料弹起伤人或砸坏设备，同时要注意好过往行人，并做好自主保安和互助保安工作。
第八节 防突管理
主斜井掘进过程中前方将穿过煤层，当揭露厚度0.3米及以上煤层时，必须采取防突措施。
主斜井揭煤防突措施必须在距离煤层法线距离20米以外编制，在距离煤层法线距离10米时开始采取。
在前探钻孔探明前方有厚度0.3米及以上煤层或可能存在厚度0.3米及以上煤层时，另行编制专项防突措施，由矿长和总工程师组织实施。
第九节 挖掘式装载机使用安全措施 一、开机前的准备工作
1、对操作司机进行培训，司机在操作前要认真仔细读说明书，熟悉机器的结构，工作原理、性能、操作方法和维护保养技术，经考试合格后方允许上机操作。
2、确定油箱内油面是否保持在液位液温计的三分之二位置，液压油必须保持清洁，不允许用不干净的容器来盛装，且必须从专供加油的空气滤清器处加入。
3、详细检查各紧固件，电气元件和液压元件是否处于完好状态，若有异常，应即时排除。
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4、按照说明书接通设备电源，必须配备专用开关，符合设备额定电压等级。
5、将各操作手柄置于中位，二位四通阀操作手柄拨到不通油位。 二、操作程序
1、接通真空电磁启动器换向开关，照明灯亮。 2、按启动按钮，空载运转2-3分钟后才可进行工作。
3、将二位四通阀拨到通油位置，操作抬槽油缸手柄，将运输槽头部降落地面，尾部抬起让运输设备进入卸载位置。
4、操纵先导阀使装载机向前推进，同时把地面推平。 5、操纵刮运输手柄，让刮板链正向空转1-2分钟。
6、按操作台铭牌指示操纵动臂、大臂、小臂、挖斗联合动作，进行扒碴装载，在装岩时要注意经常操纵机器向前推进，可加快装载速度。
三、操作注意事项
1、经常使机器往前推进，将铲齿插入矿石底部，以便于装载和清底。 2、装岩时大臂抬起的高度应根据岩石的堆积高度来定，不必每次抬起到最高位置，只要便于挖斗工作即可。
3、操作时要人机协调尽量避免工作油缸伸缩到终点，这样不仅可以避免油缸和工作机构受到过多的冲击，还可延长装载机的使用寿命，避免安全阀经常溢流，油温升高。
4、如果刮板链被岩石卡住，可暂时停止装岩，让刮板链不断的正反转，将卡在链条与链轮之间的石头排除即可恢复正常工作。
5、工作时，工作机构的周围和运输槽底下严禁站人，以避免发生人身事故。
6、挖斗的齿尖不允许在磨穿或脱落的情况下工作，根据磨损情况应及时更换新的齿尖，不允许把齿尖的插座当作齿尖使用，以免损坏基础插座。
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7、机器行走时，不得跨越200mm的硬性障碍物，不得挤压电缆。 8、机器停止使用时，其工作机构应收拢，运输槽降到最低位置，各操作手柄归中位，二位四通阀手柄拨到不通油位置。
9、机器如短时间停放在斜坡上时，为防止其下滑，可将运输槽落地，铲齿插入地面，若停放时间太长，应在履带底下垫三角木。
10、机器前后行走时必须有专人协调统一指挥，并安排专人拖动设备电缆。
11、放炮作业时必须将机器停在放炮地点外的安全地点。 12、作业前必须对作业地点20m范围内进行瓦斯监测。 13、操作人员必须随身携带便携式瓦检仪。
14、其他《煤矿安全规程》、《作业规程》中规定的注意事项。
第十节 锚杆支护安全技术措施 一、临时支护：
掘进工作面迎头到永久支护之间应设临时支护，临时支护为前探梁。进行临时支护时要严格执行敲帮问顶制度，及时清理活矸、危岩。
二、永久支护：
根据该掘进工作面煤层及围岩特征及顶底板类型，该掘进巷道的永久支护采用锚杆（或锚索)+金属网+托盘，永久支护距掘进工作面的距离不得大于3m。锚杆间排距为800×800mm，呈“四四”排正方形布置，锚索间距2000×2000mm呈矩形布置。
1、顶锚杆支护：
使用左旋无纵筋高强度螺纹钢锚固锚杆，锚杆规格：Ф×L=20×2000mm，使用两个MLCK2356型树脂锚固剂，钻孔直径28mm，间排距0.8×0.8m，靠边两帮煤壁的锚杆安装角度与垂线成30°安设角锚，其他锚杆垂直于顶板
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布置，锚杆眼直径28mm，深2.0—2.1m并配套金属网支护打锚杆使用气动锚杆机Ф20mm长1.0m 和1.5m中空内六角钢杆套杆打眼，且用MQT气动锚杆机搅拌树脂锚固剂，搅拌时间30—35秒，锚杆安装5分钟后，必须使用扭力扳手检查紧固力，要求紧固力不小于75KN/m2，锚杆外露长度不大于30mm。
2、铺网工艺：
在顶板与W型钢带之间铺设单层金属菱形网（规格：L×B=1100×5000mm）或钢丝网（规格：钢丝直径4mm，网孔100*100mm，网片1000*2000mm），金属网平行掘进工作面铺设，网与网搭接重叠不小于100mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接。连接扣间距不大于200mm要铺设平整，贴顶相互要拉紧。
3、锚索施工：
使用高强度低松驰，预应力钢绞线锚索，钢绞线规格为8000—Ф16，其中有效锚固长度7.70—7.80m，外露长度200m—300mm，用3卷MSCK2356型树脂锚固剂，端头锚固，使用气动锚杆机Ф20mm长1.0m 和1.5m中空内六角内丝，外丝接长钎杆打锚索孔，孔深7.80—7.85m。
4、锚索安装：
（1）检查锚索孔深度和锚固剂质量。
（2）用钢铰线将树脂锚固剂推入孔中，人工缓慢将钢绞线，锚固剂推到位。
（3）将钢绞线套入搅拌钻杆中，利用锚杆机安装，使锚杆机顺时针旋转，随搅拌随推进，直到将钢绞线推到孔底为止，搅拌时间15—35秒，搅拌后用小木楔将钢绞线楔牢，防止固化前钢绞线位移。
（4）1小时后上锁具，上锁时将张拉装置套在钢绞线上，利用千斤顶对锚索进行预应力张拉，达到30Mpa后停止，张拉过程中人员不得站在锚索
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下方，并要躲开高压管波及范围以防管破伤人。
5、采用煤电钻打眼，孔深2.0m，锚杆采用1-2卷MSCK2356型树脂锚固剂维护煤帮，然后挂好网使托盘紧靠煤壁，要求锚杆达到一定拉力，确保支护效果，以防片帮伤人。
6、在顶板与两煤帮夹角处以30°夹角，打锚杆眼具体角锚杆支护的支护工艺与顶锚杆支护工艺相同。
7、锚杆、锚索支护工操作安全规定：
（1）在支护前和支护过程中要经常进行敲帮问顶，及时清除危岩悬矸。敲帮问顶人员应从有完好支护的地点开始，由外向里，先机部后两帮依次进行，并保证退路畅通，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。
（2）严禁空顶作业，临时支护要紧跟工作面。
（3）煤巷两帮打锚杆前用镐刷至硬煤，并保证煤帮平整。 （4）严禁使用不符合规定的支护材料。
（5）锚杆眼的直径、间距、排距、深度、方向（与岩面的夹角）等，必须符合规定。
（6）安装锚杆时，必须使托盘（或托梁、钢带）紧贴岩面，未接触部分必须楔紧垫实，不得松动。
（7）要随打眼随安装锚杆，锚杆的安装顺序：应从顶部向两侧进行，两帮锚杆先安装上部、后安装下部。铺网时要把网张紧。
8、锚杆操作顺序：
（1）敲帮问顶，处理危岩悬矸。 （2）及时按照规定进行临时支护。 （3）打锚杆眼：
a、敲帮问顶，检查工作面围岩和临时支护情况。 b、确定眼位，做出标志。
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c、在钎杆上做好眼深标记。 d、用锚杆钻机打眼。
e、打锚杆眼时，应从外向里进行；同排锚杆先打顶眼，后打帮眼。 9、树脂锚杆安装： （1）清锚杆眼。
（2）检查锚杆眼深度，其深度应保证锚杆外露丝长度为30—50毫米。锚杆眼的超深部分应填入炮泥或锚固剂；未达到规定深度的锚杆眼，应补钻至规定深度。
（3）检查树脂药卷，破裂、失效的药卷不准使用。
（4）将树脂药卷按照安装顺序轻轻送入眼底，用锚杆顶住药卷，利用快速搅拌器开始搅拌，直到感觉有负载时，停止锚杆旋转。树脂完全凝固后，开动快速搅拌器，带动螺母拧断剪力销，上紧螺母，在树脂药卷没有固化前，严禁移动或晃动锚杆体。
（5）套上托盘，上紧螺母。 10、锚索支护工操作安全规定：
（1）锚索支护工要熟悉锚索支护原理，锚索结构及主要技术参数；熟悉作业地点环境，能够熟练使用支护工具，熟悉锚杆机性能、结构和工作原理，并能排除一般故障。并做好使用前后的检查和保养。
（2）锚索支护材料要符合施工措施的规定。 （3）检查施工地点支护状况，严防片帮、冒顶伤人。
（4）打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时，必须迅速闪开，防止断杆伤人，钻机5米内不得有闲杂人员。
（5）钢绞线旋转方向应与搅拌工具旋转方向相反。 （6）采用树脂锚固，最小锚固长度1.5米。
（7）将树脂卷用钢绞线送入锚索孔底，用锚索顶住药卷开始搅拌，直
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到感觉有负载时，停止搅拌，并继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。锚索外露部分应保证在200—300mm之内。
（8）锚索张拉预紧力应控制在80—100KN，锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉，张拉时如发现锚固不合格，必须补打合格的锚索。
（9）安装托盘时，应将岩面找平，使托盘与岩面接触良好，以求受力均匀，拧螺帽时，尽可能拧紧，以便在杆体中产生较大的预应力，但不要拧破铁丝网，以影响锚杆整个组合梁作用。
（10）单根锚索设计锚固力应大于200KN。 11、锚索操作顺序： （1）打锚索眼
（2）敲帮问顶，检查施工地点围岩和支护情况。 （3）根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标志。 （4）检查和准备好锚杆机、钻具、电缆及风水管路。 （5）必须采取湿式打眼。
（6）竖起钻机把钻插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆机和钻杆处理正确位置。钻机开眼时，要支稳钻机，先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼正确。
（7）开钻。操作者站在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡。先开水，后开风。开始钻眼时，用低转速，随着钻孔深度增大，调整到合适转速，直到初始锚孔钻进到位。
a、在软岩条件下，锚杆机用高转速钻进，要调整气腿推力，防止糊眼。 b、在硬岩条件下，锚杆机用低转速钻进，要缓慢增加气腿推力。 （8）退钻机、接钻杆，完成最终钻孔。
（9）锚索眼必须与巷道面垂直，眼深误差为50mm，偏差为150mm。
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（10）锚索打眼完后，先关水，再停风。
（11）组装锚索，按设计长度截取钢绞线，用钢刷除去钢绞线表面的浮锈。
（12）将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底，使用两卷以上树脂药卷时，按超快、快、中速顺序自上而下排列。
（13）用锚杆打眼机进行搅拌，将专用驱动头尾部六方插入锚杆机上，一人失住机头，一人操作锚杆机；边推进边搅拌，前半程用慢速后半程式用快速，旋转约40秒。
（14）停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。 （15）树脂锚固剂凝固1小时后进行张拉和顶紧上托盘工作。
第十一节 架设U型钢安全技术措施
1、工作人员必须戴保护手套，搬运物料时要搬稳放牢，防止砸伤人员。 2、施工前，必须将施工所有的信号、监控、供电线路落地用木板覆盖保护，以防损坏。
3、施工前要清理好退路，保证退路畅通，在拆除原有失效支护时，必须在接口处进行加固，但不得影响开口，杆架撑帮，顶部背实，确保牢固有力。
4、维修拆开口后，开始架设前探梁，清理顶帮松矸，并根据作业地点具体情况增设其他临时支护。
5、第一棚U型钢，U型钢棚梁下沿高于上边顶0.1米，扩第二棚位置时，从顶部掏窝担穿楔，（后边担在U型钢棚上），逐步向两边扩，要求扒够一根穿楔的位置时，必须打好后再扒另一根的位置，前两棚架好后，应及时用背板顶住顶帮松矸。
6、在第二棚U型钢上打穿楔控制顶部，穿楔密度0.2米一根（穿楔长度1.2m，厚度0.05m，宽度0.1m），根据危岩情况可适当增减，覆盖范围为两帮弯帮处以上，若危岩松软为泥岩时，先打穿楔控制好顶帮。
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7、采用掏槽法进行架棚，迎头与最前边一棚U型钢之间最大空顶距为0.4～0.5m。
8、施工时，先扩顶，控制顶板后再由上向下扩帮，边扩边注意两帮情况，若帮上土层松软易片帮时，也采用打穿楔护帮进行处理。若穿楔强度不够，适当加铁质材料的穿楔。
9、在架棚时，先站好两帮腿，然后再上梁、固定螺丝，上紧拉板，螺丝必须固定牢固，背木背顶背帮成一直线，背木间距0.4米，施工地点必须用架管、木板及管扣搭设适当高度的工作台(工作台距顶部必须保持1.6米的高度），工作台下方必须用管扣及钢管打好斜撑，钢管立杆至少有两根撑顶，横杆至少有两根撑帮，并用铁丝牢固捆绑在U型钢上，保证牢固安全。
10、施工中，根据现场实际情况，如顶板冒落较高时，在U型钢棚架设好的后用木垛接顶、背实打牢。
11、严格执行施工现场“敲帮问顶”制度，工作人员必须在完好支护的掩护下，用长把工具除去帮顶的活矸，放置在安全地点。
12、在上梁、站腿时，必须扶牢、扶稳，预防碰伤，发生意外。 13、拱梁与棚腿结合处必须亲合严密，棚不扭斜，不前倾后仰，工程质量符合要求；帮顶必须打严背实，严禁出现不接顶帮的现象。
14、施工地点要指定专人负责，施工前要分工明确到人并讲明注意事项，跟班队长亲自盯在现场，按措施要求施工，杜绝违章作业。
15、上梁时，施工地点不得少于5人，在扩巷或架棚时，必须有专人看护顶板。
16、本班不能施工完毕，在不影响安全工作的前提下，要将帮顶封闭严实，向下一班工作人员交接清楚后方可下班。
17、施工现场采用风镐、手镐破岩，人工装岩。
18、随着对“U”型钢支护的扩修，必须对已扩“U”型钢支护的螺丝进行紧固。
第十二节 其 他
施工巷道内设置施工牌板图，施工牌板图要标明巷道支护断面图、炮眼
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布置图、避灾路线图。
第八章 灾害应急措施及避灾路线
第一节 应急措施 一、防治瓦斯的措施
1、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用煤电钻打眼，放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，严禁放炮，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，电动机及其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止运转，切断电源，撤出人员进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2％时，附近20 m内必须停止工作、撤出人员，切断电源进行处理。
2、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班到少3次到工作面检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，放炮员要做到“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪了解瓦斯浓度情况，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷报警仪悬挂在工作面外5m处的地点。
3、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施，防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用的记录本中备查。
4、掘进工作面供电要与采煤工作面分开，并使用风电闭锁装置。 二、防止自然发火的措施 1、掘进巷道积尘要及时清理。
2、健全、完善防火管路系统，管好、用好本工作面防火管路、装备及设施。
3、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。 三、防治水的措施
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1、巷道水沟畅通，将工作面积水及时排出。
2、作业人员必须熟悉透水预兆，当发现有上述透水预兆时，立即停止作业，沿避灾路线撤出所有人员，并向调度室和矿值班人员汇报。
3、坚持“逢掘必探，先探后掘”的原则，在实施前探钻孔施工时另行编制前探钻孔施工设计及安全技术措施，严格按设计及措施施工。
4、前探钻孔施工后，按规定对钻孔进行验孔。每轮前探钻孔结束后，严格按批准的允许掘进距离掘进，不得超掘。
四、其 它
（一）掘进工作面托伪顶或项板破碎的安全技术措施 1、掘进时，应沿煤层掘进，不准破坏顶板。
2、掘进工作面的支护参数，要严格执行《作业规程》的规定数据进行支护。
3、按《作业规程》的要求，使用好超前支护或临时支护及其它特殊支护。
4、放炮后，伪顶或破碎的顶板立即冒落，即采取用圆钢打超前托梁的办法：即近顶板打眼，预先打入托梁，作为临时支护。
5、严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业。 （二）掘进工作面发生冒顶时的安全技术措施 1、如发生较大冒顶，则避开冒顶区，重新开掘巷道。 2、严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业。
3、观察顶板，敲帮问顶，加固冒顶区附近的支架，清除浮煤矸，打好临时支护，清理好退路。
4、采用掏梁窝、探大梁或挂梁进行处理，梁顶上采用灯笼架（小木垛）接顶，梁顶上的空隙要用可靠的材料刹严。
5、设专人观察顶板的变化情况，防止顶板冒落事故的发生。
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6、在工作面，由外向里，边整理工作面，边架支架处理，支架上的空顶要用木垛接实。
（三）掘进工作面过断层的安全技术措施
1、掘进工作面发现断层时，要及时汇报，并制定专门的过断层措施。 2、支架支护的距离要根据现场情况而定。 3、支护形式、材料，要根据巷道顶板的压力而定。 4、要打好超前支护和临时支护。
5、严格执行“敲帮问顶”制度，严禁空顶作业。 （四）其他
1、巷道内无杂物，无淤泥、无积水（淤泥、积水长度不起过5m，深度不超过0.1m)浮矸（煤）不超过轨枕上平面。材料工具码放要整齐。
2、未述部分严格按照《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和上级有关文件精神的相关规定执行。
第二节 避灾路线
1、施工地点发生灾害后，现场人员要立即向调度室和矿值班人员汇报，组织人员撤离到安全地点，并尽可能采取安全措施，防止事故扩大，减少财产损失。
2、掘主斜井时工作面发生、水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，现场人员应按如下路线进行撤离：
（1）遇水灾时避灾路线： 工作面→→主斜井→地面；
（2）遇火、瓦斯、煤尘等灾害时避灾路线： 工作面→→主斜井→地面。
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金象煤矿措施、作业规程贯彻记录
措施名称：主斜井掘进作业规程 贯彻人 学习地点 组织人 贯彻时间 参加学习人员签字
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