昭通市昭阳区山丫口煤矿副井回风上山作业规程.doc

昭通市昭阳区山丫口煤矿掘进工作面作业规程掘进工作面名称： 副井与南风井贯通M1煤层回风上山编 制 人： 赵世明施 工 负 责 人： 施 工 单 位： 批 准 人： 矿 长 ： 编 制 日 期: 2012年11月10日执 行 日 期: 2012年 月 日目 录审 批 意 见5第一章 概 况6第一节概 述6第二节编写依据6第二章地面相对位置及地质水文情况7第一节地面相对位置及邻近采区开采情况7第二节地质构造7第三节水文地质8第四节 煤（岩）特征10第五节 瓦斯11第六节 煤尘爆炸、煤的自燃倾向性12第七节 地温12第八节 矿井环境地质特征13第九节 地震与矿井稳定性14第十节 地质灾害14第三章巷道布置及支护说明15第一节巷道布置15第二节支护设计16第三节支护工艺16第四章施工工艺17第一节施工方法17第二节破煤方式17第三节爆破作业17第四节装、运（煤）方式19第五节管线及轨道附设19第六节设备及工具配备20第五章 劳动组织及主要技术经济指标20第一节劳动组织20第二节循环作业21第三节主要技术经济指标21第六章生产系统21第一节通风系统21第二节排水系统24第三节运输系统24第四节压风系统25第五节防尘系统25第六节防灭火26第七节安全监测系统26第八节供电系统28第九节通讯系统29第七章安全技术措施29第一节施工准备29第二节“一通三防”管理30第三节顶板管理32第四节爆破管理33第五节探放水管理及措施38第六节机电管理45第七节运输管理51第八节其它53第八章 灾害预防及避灾路线55第一节灾害预防55第二节避灾路线56作业规程贯彻学习记录57作业规程复查记录58审 批 意 见同意本规程的内容，并补充以下审批意见，请一并贯彻执行：会 审 时 间： 安全科生产科机电矿长安全矿长总工程师生产矿长矿 长第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为副井与南风井贯通M1煤层回风上山二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了矿井回风及行人。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度： m。服务年限：临时。四、预计施工、竣工时间经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2012年11月份开始施工，预计2013年12月中旬竣工。第二节 编写依据一、矿井技术改造设计说明书及批准时间矿井技术改造设计说明书，批准时间为2010年10月。二、矿井生产地质报告矿井生产地质报告说明书，批准时间为2011年4月1日。笫二章 地面相对位置及地质水文情况笫一节 地面相对位置及邻近采区开采情况地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一 地面标高（m）+2575+2590井下标高（m）+2452.35+2578.71地面相对位置及建筑物地面相对位置位于矿区南部；地面无建筑物和民房，四面为山坡，野草杂物。井下位置及相邻关系巷道东面无巷道和开采历史，南面为巷道掘进与南风井平硐联接，西面是副井岩石运输巷，北面是副井井口方向，巷道的东本无开采历史和巷道。邻近采区开采情况巷道周边无开采历史，该巷道掘进方位方位长 度m笫二节 地质构造1、地质构造：矿区大地构造属扬子准地台()滇东台褶带(2) 滇东北台褶束(32)。区域构造以华夏构造体系最为发育，多呈北东向展布。地层倾向以南东东向及北北西向为主，倾角6-65°。区域构造主要有箐门背斜、五寨向斜和箐门断裂、五寨断裂。本矿区位于箐门背斜北西翼的次级构造控飘冲向斜的北西翼，箐门断裂上盘。总体上为一走向北东，倾向南东的单斜构造。在西南角F5断层下盘，地层倾向北西。区内地层倾角一般在30°55°之间。（详见矿区地形地质图）（1）箐门背斜：其主体部分在昭阳区境内，自箐门经新华至花园。轴向为北东1538°，轴长约22km。北西翼倾角 25°65°，南东翼倾角6°40°。核部出露的地层主要为泥盆系（D）地层，两翼依次为石炭系（C）、二叠系（P）地层。两翼不对称，南东翼稍缓，北东段受断层影响局部发生地层倒转。（2）挖飘冲向斜：为箐门背斜北西翼的次级向斜。南起头行梁子东，往北东方向延伸，经懒台地至青龙洞，中间被3条走向近于东西向的断层错切。其轴向北东1142°，轴向长度约6.3 km。北西翼倾角 15°60°，南东翼倾角10°50°。核部出露的地层主要为二叠系下统（P1）地层，两翼依次为石炭系（C）、泥盆系（D）地层。第三节 水文地质矿区位于昭通盆地东部边缘，区域性水系牛栏江、洛泽河、洒鱼河的分水岭地带，属构造抬升剥蚀、溶蚀中山地貌。地形较陡，切割较强烈，沟谷发育。区域内最大的地表水体为勘查区西南部5km处的大龙洞水库，该水库水库最高水位标高约为+1998m，汇水面积约为57km2，最大水深约20m，最大蓄水量约为1017万m3。本区地表及地下水以大气降水补给为主，区域内地表水及地下水水系属长江水系金沙江流域据凉风台气象站观测资料，区内年最大降雨量1380mm，最小降雨量776mm，多年平均降雨量1000mm，多年平均蒸发量1240mm，雨季月最大降雨量212mm，旱季月最小降雨量12mm；每年510月份为雨季，降雨量占全年平均降雨量的90，11月次年3月为干旱霜冻期。年平均气温17，极端最高气温40.5，最低气温3.7。主导风向为西北风及西南风，属高原性季风气候,气温垂直分带明显。区域内出露的岩层可分为碎屑岩类及碳酸盐岩两大类。碳酸盐岩类包括泥盆系灰岩、白云岩，石炭系下统岩关阶和大塘阶上司组、摆佐组灰岩，石炭系中统威宁组灰岩，二叠系下统栖霞组、茅口组灰岩，地貌上常表现为溶蚀、侵蚀和岩溶洼地（漏斗）。据本次勘探及区内以往调查资料，按岩溶发育特点划分，区内可分为以溶洞为主的强岩溶发育带和以溶蚀裂隙为主的弱岩溶发育带。强岩溶发育带一般位于当地侵蚀基准面以上,其特征是在分水岭及高台地上发育有较多的溶洞、落水洞、洼地，如在洛泽河两岸二叠系下统栖霞组灰岩发育有高出当地河床4050m的23层水平或倾斜的溶洞。在笋叶煤矿区龙潭分水岭二级台地（二叠系上统栖霞组灰岩）小规模的洼地、落水洞相当发育。在强岩溶发育带，岩溶水主要以垂直下渗运动为主，水力坡度较大，地下水多在灰岩与碎屑岩交界处以以泉的形式排泄。在洛泽河河谷（野牛塘煤矿东部13km）的许家院地段，距洛泽河河床4050m的陡崖上，地下水在灰岩与碎屑岩界面的溶洞排泄流入洛泽河,泉点涌水量为1.5L/s。以溶蚀裂隙为主的弱岩溶发育带位于当地侵蚀基准面以下至可溶岩底板溶蚀基准面。其特征是溶蚀裂隙发育，而溶洞、落水洞欠发育。在弱岩溶发育带，岩溶裂隙水一般在切割较为强烈河谷以泉的形式排泄。总体上，在碳酸盐岩分布区，地下水类型主要为岩溶水、岩溶裂隙水，地下水分布不均，含水层富水性为中等强，地下水一般通过岩溶裂隙、岩溶管道、暗河、伏流等形式径流，以泉的形式排泄，具有交替强烈，运移距离远，集中排泄的特点。地下水的补给面积宽广，补给源除大气降水外，还能通过岩溶接受越流补给，或接受河流补给。区域内碎屑岩类包括在二叠系下统梁山组、石炭系下统万寿山组等沉积型碎屑岩类，地下水类型主要为基岩裂隙水。在以碎屑岩为主的分布区，多为含、隔水层相间的裂隙含水层，以大气降水为补给源，以下降泉的形式于沟谷和低洼地处排泄，一般流量为0.11.4L/s，含水层的富水性较弱。笫四节 煤（岩）特征根据本矿井生产地质报告，区内含煤地层为石炭系下统大塘阶旧司组（C1dj），地层岩性以细砂岩、粉砂质泥岩为主，夹泥质粉砂岩、泥岩、煤，全组地层厚度154.70174.48m，平均厚度164.28m。共含煤57层，全部为编号煤层，由上而下分别编号为M1、M2、M3、M4、M5、M6、M7煤层。煤层总厚为3.67m，含煤系数为2.2%。其中M1、M4煤层为全区可采煤层，煤层平均厚度分别为1.32m（M1）、1.05m（M4），可采煤层平均总厚度2.37m，可采含煤系数为1.4%。其余均为不可采的薄煤层M1煤层：位于旧司组第二段（C1dj2）地层的中上部，上距旧司组（C1js）顶界约32m。煤层厚1.091.61m，平均厚1.32m，从南往北有变薄的趋势。煤层结构简单，局部含一薄层（厚约0.01m）泥岩夹矸，全区稳定可采。煤层顶板为深灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩，泥质结构，含较多黄铁矿结核，产少量植物碎屑化石。底板为深灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩，显水平层理、微波状层理，富含黄铁矿结核。M4煤层：位于旧司组第二段（C1dj2）地层的底部，上距M1煤层约46m。煤层厚0.801.23m，平均厚1.05m，从南往北有变薄的趋势。煤层结构简单，不含夹矸，全区稳定可采。煤层伪顶为灰黑色薄层（厚约0.30m）泥质粉砂岩，顶板为浅灰色中厚层状石英质细砂岩，细砂状结构，波状层理。伪底为一薄层（厚约0.40m）炭质泥岩，底板为灰白色中厚至厚层状泥质粉砂岩，显缓波状层理。煤层特征汇总表 1表煤层编号层间距（m）厚度（m）煤层结构煤层稳定程度可采性煤层对比可靠程度最小-最大平均值（点数）M11.09-1.611.32（37）简单稳定全区可采可靠46.10M40.80-1.231.05（33）简单稳定全区可采可靠第五节 瓦斯矿山瓦斯检测资料：山丫口煤矿曾委托云南省煤矿安全监察局、云南省煤炭工业局对矿井进行过瓦斯等级鉴定工作。 三年瓦斯等级鉴定结果表 表8-1-1年份最大相对瓦斯涌出量（m3/t）最大绝对瓦斯涌出量（m3/min）最大相对二氧化碳涌出量（m3/t）最大绝对二氧化碳涌出量（m3/min）07年3.280.193.110.1808年3.510.203.280.1909年4.090.184.780.21根据以上瓦斯涌出量预测结果，本矿井应为低瓦斯矿井，矿山未来瓦斯管理工作，应按低瓦斯矿井进行管理。矿井在今后的管理工作中，应及时做相关的采样测试工作，不断提高矿井瓦斯涌出量预测工作的准确性，更好地为生产服务，确保安全生产。第六节 煤尘爆炸、煤的自燃倾向性一、煤尘2007年8月，该煤矿在M1煤层采样，送四川省煤炭产品质量监督检验站作了煤尘爆炸性鉴定，结果：火焰长度为0，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0。结论为无煤尘爆炸性危险。二、煤的自燃2007年8月，该煤矿曾在M1煤层采样，送四川省煤炭产品质量监督检验站作了煤自燃倾向性鉴定，结果：煤的吸氧量为0.84cm3/g.干煤，煤层自燃等级属二类，为自燃煤。在今后的生产过程中，煤矿必须认真贯彻“安全第一，预防为主”的方针，严格执行矿山安全法、煤矿安全规程以及有关政策、法令、安全技术措施等规定，确保矿山的安全生产。第七节 地温正常通风情况下，矿井在主平硐水平运输大巷掘进迎头温度为22.3°。据相邻的野牛塘煤矿ZK1001钻孔井温测试资料，钻孔地温随深度增加而升高，地温梯度为1/100m，在正常值以内。在山丫口煤矿以往的生产过程中，未发现有地温异常现象，矿区应属地温正常区。但随着煤矿开采深度增加及巷道的延伸，有可能会产生热害影响。第八节 矿井环境地质特征山丫口煤矿位于昭通盆地东侧边缘，区域构造属于箐门断裂的西端尾部南东翼。历史上昭通地区曾发生过破坏性地震多次，区域稳定性属较稳定区。矿区位于区域性水系牛栏江、洛泽河、洒鱼河的分水岭地带，地表水及地下水属长江水系金沙江流域。矿区属构造抬升剥蚀、溶蚀中山陡坡地形，矿区范围内无常年性河流或水库等大的地表水体，较大的溪流为发源于矿区南部的长言庆冲沟溪流。区内气侯属高原性季风气候。矿区内主要含煤地层为石炭系下统大塘阶旧司组（C1dj）。可采煤层两层（M1、M4），均为中高硫、三级含砷、特高热值的无烟煤。矿区内断裂构造较发育，地质构复杂程度属中等类型；矿区水文地质条件属主含煤段砂泥岩弱裂隙含水层直接充水为主的简单类型；矿区工程地质条件属以层状岩类、可溶盐岩类为主的中等类型。矿山目前处于停采状态，正在进行技改扩建。矿山以往在矿区北部开采M1煤层，采用平硐开拓，开采方法为“走向壁式”采煤法，全部垮落法进行顶板管理，中央并列抽出式通风，机械排水和自然排水相结合。目前矿区北部F2断层上盘的煤炭资源已基本采空，其老主井平硐掘进至+1950m水平。己形成采空面积22.81万m2。矿山在过去开采过程中，其遭遇到的地质环境问题及其对地质环境的影响日益现显出来，其基本特点如下：1、矿区区域稳定性中等，尚未遭受到地震危害。2、虽然矿区地形坡度较陡峻，但第四系地层不发育，且基本上为反向坡，区内山体较为稳定，现状未发现有崩塌、滑坡等地质灾害；矿山开采规模小，形成的采空区范围不大，且可采煤层厚度小，计算预测开采形成的煤层顶板冒裂带最大高度为27.78m，一般不会通达地表，因此矿区内现尚未见诱发产生地面开裂、沉降等地质灾害现象。3、矿山开采过程中，未见导致公路路基开裂、沉降现象，亦未导致地表水体因导通采空冒裂带而发生溃水事故。4、由于矿井直接充水含水层富水性弱，矿山排水量较小，矿井的疏干排水对当地水环境有影响不大。5、矿区含煤地层及煤层中的硫、砷等有害组分含量较高，随着开采出来的原煤及矸石的排放，煤及矸石中的硫、砷等有害组分对当地的空气环境、水环境形成一定影响。6、矿山开采所排放的废气中含有CO、NO2等有有害气体，对矿区周边的空气环境产生一定影响，但因量不大，影响程度有限。第九节 地震与矿井稳定性勘查区位于云南强震带之一的小江断裂带之东约百余千米，据以往地震记载：相邻发震区常波及本区。根据中华人民共和国国家标准GB500112001建筑抗震设计规范，该区处于抗震设防烈度7度区，设计基本地震加速度值为0.15g。区域稳定性属较稳定区。第十节 地质灾害据本次矿井地质工作对矿区的调查结果，矿区范围内现状未发现有崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害现象。虽然矿区地形坡度较陡峻，但第四系地层不发育，且基本上为反向坡，区内山体较为稳定；区内冲沟发育，但冲沟规模较小，流程不长，且地表第四系坡积、残积层发育差，不具备泥石流形成的物质条件。所以未来矿山开采导致滑坡、泥石流等地质灾害发生的可能性小，危害性小，易于防治。但在局部陡坡地带，有产生崩塌地质灾害的可能。笫三章 巷道布置及支护说明笫一节 巷道布置一巷道布置在M1煤层中，开口位置于50 m起与南风井平硐M1煤层贯通落平，形成通风系统。开口点与贯通点高差126.36m.巷道按伪倾斜30°由下向上掘进施工。巷道形状为矩形。上净宽1.3 m，下净宽1.3 m，净高2 m，净断面积2.6。掘进宽度1.45 m，掘进高度2.15 m，掘进断面积3.1。巷道支护及断面图 （1：50）。笫二节 支护设计一、巷道设计及规格：巷道选用11#工字钢梯形7字方式支护，支架间排距：600mm，帮顶背材120140 mm，间距400 mm笫三节 支护工艺一、支护方式：1.临时支护（1）临时支护形式：选用140160mm松木及硬质杂木点柱支护。支护长度按巷道高度确定。柱帽规格：300×200×100，柱窝沉入底板200。笫四章 施工工艺笫一节 施工方法一施工方法：从煤层运输顺煤层选点由下向上以伪倾斜30°首先向西南方向掘进至高程2516.18m处时反向伪倾斜30°掘进与南风井平硐贯通。笫二节 破煤方式本规程所施工的巷道在M1煤层中施工，以煤层厚度为巷道宽度，煤层硬度系数为F=23，为此巷道掘进施工选择风镐落煤掘进，如煤层硬度发生变化，布置3个炮眼爆破，炮眼布置为直眼伪斜30°。笫三节 爆破作业。爆 破 说 明 书 表五序号项目单位数量序号项目单位数量1掘进断面积m23.15工作面瓦斯情况低2煤层硬度f246雷管段数段毫秒3炮眼深度m27总雷管数发34炮眼个数个38总装药数Kg1.2主 要 爆 破 参 数眼号炮眼名称眼深(m)眼距眼距(m)装 药 量角 度爆破顺序封泥长度（m）联线方式装药结构眼个数每孔装药 量(块)总装药量(块)总装重量(kg)水 平垂 直左度右度仰度零度俯度1-3掏槽眼20.5320.41.2300.8串联正向装药结构一次爆破合计30.41.2预 期 爆 破 效 果序号项目单位数量序号项目单位数量1炮眼利用率%905每循环雷管消耗发/m30.532每循环工作面进尺m1.86每米掘进炸药消耗Kg/m0.293每循环爆破实体煤m35.587每米掘进雷管消耗发/m1.664每循环炸药损耗Kg/m30.2158每循环炮眼总长m/循环6笫四节 装煤方式一回风上山巷道内的煤自溜至溜煤眼煤层运输巷内的矿车装运。二煤炭装入矿车后人工推至石门与运输大巷的巷道内经2.5t蓄电池机车运输运输出井。笫五节 管线铺设一 管线铺设：在掘进施工中所敷设的压风管和风筒。 压风管选择10mm胶管，主管在石门与运输大巷交界处，风源来自地面压风机。风筒选用560mm阻燃、抗静电胶质风筒，风筒必须环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。局扇安装在副井口右侧20m地方。局扇选用FBD5.6/ 2×11KW，两台，一台在用，一台备用。笫六节 设备及工具配备设备及工具配备情况表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1探水钻TXU-75台12局部通风机FBD5.6/ 2×11台2双风机.双电源3控制开关台24馈电开关台15综保台36电话台17铁锹把168风镐把2在用一把，备用一把9锤把210力矩扳手把1第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织采用 “三八”作业制（每班八小时一循环）组织生产，（每班八小时一循环）一天三个循环，循环进尺2m，每日6 m。出勤率30×90%=27天，月平均进度为162米劳 动 组 织 表 表七合计瓦检员及安全管理员出 勤 人 数77 7216风镐操作工2226装煤1 1 13大巷推车工1113运材料工2226班长1113合计8882430笫二节 循环作业本巷道掘进破煤、运输、支护三道工艺在八小时内全部完成，支护是短掘短支。一个小班八小时，一个小班为一个循环，全天三个循环作业。笫三节 主要技术经济指标主要技术经济指标见下表：序号项 目单位指 标备 注1循环进尺m 2×362月循环天数天30×90273月进尺m 27×61634工字钢消耗量/架39.6163÷0.6=10758（）/月5坑木消耗量m3/m0.01233.34m3/月6每班出勤人数人30810天/月第六章 生产系统第一节 通风系统施工过程中，采用压入式通风，局部通风机及其启动装置安设在地面距回风口大于10的地方，风筒出口距工作面距离不得大于5 m。一、掘进工作面风量计算：掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。(一) 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100×q瓦绝×k掘通 （m3/min）式中：Q掘 掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；q瓦绝 掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，0.05m3/mim。k掘通 掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与平均日绝对瓦斯涌出量的比值，取1.8； 100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。即Q掘 = 100×q瓦绝×k掘通=100×0.05×1.8=9 m3/min（二）按照二氧化碳涌出量计算Qhf=67×qhc×Khc式中：Qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.05 m3/min；Khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量比值，取1.8；67按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。即Qhf=67×qhc×Khc=67×0.05×1.8=6.03 m3/min按上述条件计算的最大值，确定局部通风机吸风量应大于9m3/min。（四）按局部通风机的实际吸风量计算: Q掘=Q局机×Ii +60×0.15×S巷 （ m3/min）;式中: Q局机掘进工作面局部通风机的实际吸风量,应根据不同局扇，对其实际吸风量进行实际测量，来确定局扇实际效率及实际吸风量的大小。选择Q局机=140190 m3/min，风量计算Q局机= 170 m3/min Ii 掘进工作面同时通风的局部通风机台数，我矿均为单台局扇供风I1。0.15对于独立供风的局扇，为了防止局部通风机吸循环风或局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚，在安装局部通风机的巷道中,除了保证局部通风机的吸风量外,还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风巷口之间的风速不得低于0.15m/s。所以施工巷道的风量必须为：Q掘 Q局机×Ii + 9×S巷 = 170×1 + 9×6.2=225.8m3/min；（五）按工作人员数量计算Q掘=4×Nhf( m3/min)式中：n掘进工作面同时工作的最多人数，取10人 即Qaf4 Nhf 170 f4×10=40m3/min二、按掘进工作面风速进行验算。（一）按最低风速验算岩巷掘进工作面的最低风量 Q岩掘9×S岩掘 （m3/min） 式中： S岩掘 岩巷掘进工作面的断面积，3.1m2 ；Q岩掘 局部通风机吸风量170m3/min，170m3/min 9×3.1= 27.9(m3/min)（二）按最高风速验算岩巷掘进工作面的最高风量 Q岩掘 170×S岩掘 （m3/min）式中：S岩掘 掘进工作面的断面积，3.1m2 170 m3/min 170×3.1 =527（m3/min） 通过以上计算及验算及通风路线较远，选择FBD5.6/ 2×11KW对旋式风机，配500mm阻燃、抗静电胶质风筒，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的可靠性，选择双风机、双电源方式供风。第二节 排水系统此巷道水平巷道，巷道坡度是3，不需排水系统和设备，巷道施工彻筑水沟后自排出井。第三节 运输系统一、运煤系统：重车由掘进工作面煤层运输巷1号石门岩石运输巷地面二、运料系统：地面岩石运输巷1号石门煤层运输巷掘进工作面笫三节 压风系统在风井口的左侧安装一台MOGF-22/8G型单螺杆压缩机，额定压力为0.8Mpa，额定排气量为22m3/min。 地面供风迎头，主管设在运输大巷用3寸钢管，支管25mm高压胶管从石门口交叉口接至迎头。风压为0.8Mpa,迎头最小风压为0.4MPa。第四节 防尘系统一水源来自地面蓄水池岩石运输巷1号石门煤层运输巷迎头。二主管用2寸钢管，支管用1寸胶管在石门交叉口接至迎头，三防尘措施：每100米设三通阀一个，在溜煤眼装煤处设自动喷雾装置一组，在石门交叉口处设设自动喷雾装置一组。第五节 防灭火该巷道掘进时，采用风钻打眼，防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。在石门交叉口设置临时消防硐室，内备用沙子、岩粉、灭火器直接灭火。防火水源来自地面蓄水池运输大巷1号石门迎头，采用防尘系统管路巷用。第六节 安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：1、管理人员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、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进行“一炮三检”工作，并做好记录，及时填写“一炮三检”手册。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把瓦斯探头悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，并进行处理。4、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。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：1、掘进工作面甲烷传感器T1安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1%CH4，断电浓度为大于等于1.5%CH4，复电浓度为1CH4，断电范围为掘进巷道内全部电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂在风筒的另一侧，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，严禁用新鲜风流直接吹甲烷传感器。甲烷传感器放炮前由班组长按规定移动到安全位置，放炮后恢复到正确位置。2、掘进工作面甲烷传感器T2应安设在回风口的1015m处，其报警浓度为1%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度1%CH4，断电范围为掘进巷道内全部电器设备。甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂在风筒的另一侧，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。工作面传感器应每天除尘，保持干燥，避免洒水淋湿和摔打碰撞。三、局部通风机开停状态传感器配备和使用：局部通风机必须安设开停状态传感器，安设在风机开关的负荷侧，用来监控局部通风机的运转情况，确保风机正常运转。四、馈电传感器配备和使用：馈电传感器安设在施工巷道供电开关的负荷侧，用来监控工作面供电情况。五、风筒传感器配备和使用：风筒传感器安设在距迎头大于30 m的风筒上，用来监控风筒送风情况。第七节 供电系统工作面掘进施工，电源来自矿井中央变电所、供电方式为集中双回路供电，变压器型号为KBSG-500/6/0.69,编号分别为B-21、B-12，每条线路分别经QBZ-400/660开关橡胶电缆接至QBZ-400配电开关，再用不同截面电缆，经过综合保护闭锁开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩每一米一个，电缆的垂度不大于50mm。局扇通风机采用双风机双电源，实现风电闭锁，风机回路供电由地面井口变电所供给。变电所内开关设选择性漏电保护，对整个线路进行绝缘监视。配电点设置在迎头以外安全地点，必须采用风电闭锁检漏继电器等设备。双电源开关为QBZ-80/660F型矿用隔爆对旋式风机专用开关。供电系统：1回路：矿井总变电所副井变电所迎头；2回路：矿井总变电所副井变电所迎头；第八节 通讯系统本工作面安设的电话，能够直接和矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。另外矿区行管人员、班组长配备无线电话，能够直接和矿井地面变电所和地面通风机房、矿调度室相互直接联系。第七章 安全技术措施笫一节 施工准备1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在掘进作业规程学习考试记录表上。2、施工前，生产科必须提前给出开门位置，标定好工程线，并由安全科组织有关人员验收后，施工单位严格按要求施工。3、必须对巷道支护进行检查加固，确定安全后方可施工；并将各种管路、电缆、运输设施等落地用旧皮带、板梁掩护好。4、应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。5.由于本巷道施工范围有以前开采过的小煤窑历史，在每次掘进施工前必须采取探放水措施，并对施工前方的水害情况进行预测预报，笫二节 “一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有专职人员管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，逢环必挂，无脱节、无破口，工作面迎头20m范围内必须采用抗炮崩风筒，风筒口距迎头不大于10m，以保证迎头有足够的风量，百米漏风率不超过1.5。3、管理好为本掘进工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板、测风牌板。4、局部通风机要保持长鸣，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转，局部通风机临时停风时，应及时把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。6、局部通风机距离底板不小于300mm，局部通风机必须使用风电闭锁，使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电应与采煤工作面分开供电。7、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合煤矿安全规程第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。8、使用局部通风机通风的掘进工作面，必须安设双风机，双电源并自动切换，不得停风；主、副风机必须使用同等能力对旋风机。临时停风的掘进工作面，必须根据现场的具体情况编制安全措施，包括停电停风时间、原因、停风前的准备工作、停风期间的安全保障工作、恢复通风的步骤等内容，并明确责任人，确保安全措施的落实。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。有计划停风必须制定安全措施、填写有计划停风报告单；无计划停风必须有总工程师组织有关部门进行分析处理。9、巷道贯通预透必须遵守下列规定：掘进巷道贯通预透前20m，通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。贯通前20m，必须停止一个工作面作业。巷道预透时，必须有专人在现场统一指挥，停掘、预透的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘进工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须由专人警戒。二、防尘管理1、湿式打眼，所有作业人员必须佩带防尘口罩。2、在溜煤眼装煤口设喷雾洒水。3、在大巷运输的石门交叉口进行喷雾洒水防尘。三、防火管理该巷道掘进，采用风钻打眼，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉、灭火器灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。四、防瓦斯1、瓦斯检查：工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3-5小时检查一次，每班至少检查两次；瓦斯检查点分别设在：工作面、回风流、高冒区。瓦斯检查牌板应设置在工作面距迎头50m范围内，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。风量配备：在局部通风机前及工作面迎头处，分别设立测风站，并悬挂测风牌板，按照要求及时测风。笫三节 顶板管理1、靠近掘进工作面10m内的顶帮情况，在爆破前必须检查。2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，打眼前及时清除两帮悬矸，保证安全前提下方可作业。3、加强日常观测，每班安排人员不低于3次进行观察巷道顶板情况。4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工、安监员和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、支护等情况，如有危险情况必须立即进行处理。5、掘进过程中每隔一段距离往顶板打观测孔，用以探明顶板情况。6、若发现岩性、构造变化时，应及时制定有关安全技术措施，改变支护方式。笫四节 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和煤矿安全规程有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”（