2#煤层通风下山掘进作业规程.doc

新疆焦煤（集团）有限责任公司主焦煤公司
2#煤层通风下山掘进作业规程

施工单位：主焦煤公司掘进一队
编制单位：主焦煤公司掘进一队
编制日期：二00九年二月十八日

审 批 栏
单 位
审 批 意 见
签名、日期
编 制

施工队

通风队

生
产
技术部
监控

技术

部长

机电
动力部

安全
管理部

通风
管理部

副经理

总 工

经 理

第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进巷道为2#煤层通风下山巷。
二、施工目的及用途
该巷道作通风、行人用。
三、巷道设计长度及服务年限
该上山巷道设计全长96m，设计服务年限1年。
四、设计开竣工时间
本掘进工作面计划2009年3月18日起施工，预计于2009年4月18日竣工。
第二节 编制依据
1、批准的《新疆焦煤集团有限责任公司2130平硐一采区设计说明书》；
2、批准的《新疆焦煤集团有限责任公司2130平硐一采区地质说明书》；
3、相关的法律、法规及设计标准，煤矿安全规程；
4、现场搜集的相关数据、资料；
第二章 地面位置及地质情况
第一节 地面相对位置及临近采区开采情况
井上下对照关系情况表 表 1
水平
+1950
工程名称
2#煤层通风下山巷
采区
一采区
井下标高
+2050～+2020
地表相对位置建筑物
本工作面地表为高山沟壑，呈东西狭长分布，西高东低，地表无建筑物影响。
井下相对位置对掘进巷道的影响
该巷道位于井筒保护煤（岩）柱内，开口位于3-1#石门2#煤层联络巷处。掘进巷道东西两边均位于井筒留设保护煤岩柱，施工时对该巷道影响不大；
临近采掘情况对掘进巷道的影响
该巷道在井筒煤柱内施工掘进，距离采空区较远，施工中对掘进巷道无大影响。
第二节 煤（岩）层赋存特征
该巷道位于2#煤层中，2#煤层赋存较稳定，煤厚4.8-6.18米，含0-7层矸石，含矸率53%。上部为灰黑色细砂岩与肉红色中砂岩互层，总厚度为6.31米。页理发育，风化易碎。下部为灰黑色粉砂岩与肉红色中细砂岩互层，总厚度6.77米。底部有0.17米的煤线。（详见2#煤层柱状图)。
第二节 地质构造
2# 煤层总体构造为单斜构造，走向近东西，向南倾斜，煤层倾角一般在35º—40º之间，平均角度37º，煤层倾角自东向西逐渐增大。煤层赋存稳定，在掘进过程中可能会出现小的褶曲。2#煤层离河床较远，工作面淋水情况较其它煤层工作面小。
第三节 水文地质
2130平硐矿井位于吐鲁番盆地西缘的大山峡谷之中，呈一狭长谷地，两侧以中山脊为分水岭，高山区终年积雪，地形陡峭，中部为艾维尔沟河流域，工作面位于该河床南岸，但距离河床保护煤柱较远，所以河流对2#煤层采煤工作面涌水量影响不大。开采中形成的地面裂隙和顶板含水层是2#煤层充水的主要因素，回采过程中必须加强做好水文观测工作。
第四节 瓦斯、煤尘及自燃情况
1、瓦斯:
根据新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管法【2007】504号文件，关于新疆焦煤（集团）有限责任公司2130平硐《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》的批复，生产矿井瓦斯相对涌出量为2.87 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量5.63m3/min；矿井二氧化碳相对瓦斯涌出量3.35m3/min，二氧化碳绝对涌出量为6.56m3/t，本矿井属低瓦斯矿井。
由于矿井从未在2#煤层有过开采实践,该工作面瓦斯涌出量只能参照同水平、与
之临近的4#煤层瓦斯鉴定结果。2007年鉴定瓦斯绝对涌出量为0.67m3/min。但因工作面生产过程中可能出现瓦斯异常现象，在生产过程应加强瓦斯监测，以便采取合理有效的防治措施。
2、煤尘：
根据2004年4月年国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站鉴定结果，该工作面煤
尘有爆炸危险。
序号
煤层
煤层水平
工业分析
爆炸性实验
爆炸性结论
备注
Mad
Ad
VDaf
火焰长度（mm）
1
2#
+2055m水平
0.39
12.25
22.38
100±50
爆炸

煤尘爆炸性鉴定报告
3、自燃性：
根据2004年国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站鉴定结果，煤层燃点温度370-393℃，自然性指数ΔT=23℃，煤层属不易自燃煤层。
自燃倾向性鉴定报告
序号
煤层
煤层
水平
实 验 结 果
自 燃 倾 向 性 分 类
T1
T2
T3
ΔT（1-3）
氧化程度
最易
自燃
较易
自燃
易自燃
不易自燃
1
2#
+2055水平
393
375
370
23
78.26%

不易自燃
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
依据设计要求，2#煤层通风下山巷沿2#煤层顶板布置，开口位于1-2#联络石门顶板处；开口方位角123°；坡度：20°；巷道全长96m；巷道布置示意图附后。
第二节 支护设计
一、巷道断面特征：
1、根据2#煤（岩）层赋存情况，本巷道设计断面形状为斜梯形。巷道掘进宽度：3.5m；掘进高度：下帮：1.8m；上帮：4.2m；掘进断面积：9.8m2；巷道净宽度：3.4m；净高度：下帮：1.8m；上帮：4.2m；净断面积：9.5m2（见附图）。
2、巷道允许误差：宽度-50～+200mm，高度-50～+200mm。

巷道断面特征表:
巷
道
名
称
煤
岩
类
别
断
面
形
状
掘进断面
净断面
支
护
方
式
锚
杆
长
度
巷
道
方
位

巷
道
坡
度

宽
上帮高
～
下帮高
面
积
宽
上帮高
～
下帮高
面
积
m
m
m2
m
m
m2
m
度
度
2#煤层通风下山巷
煤
巷

斜

梯

形

3.5
4.2
～
1.8
9.8
3.4
4.2
～
1.8
9.5
锚
网
梁
支
护
1.6
～
2.3
中
线
掘
进
20

爆破指标表：
指
标
名
称
煤岩
种类
及
硬度
炸药
种类

雷管
种类
及
段数
炮眼
利用
率
循
环
进
度
循环
爆落
体积
炸
药
消
耗
雷
管
消
耗
%
m
M3
Kg/m
发/m
掏槽眼
煤f＝1.5
2＃煤矿许用
安全炸药
毫秒
延期
电雷管1-5段
83
1.2

辅助眼
91
1.2

周边眼
91
1.2

顶眼
91
1.2

底眼
91
1.2

合计

1.2
11.76
8.13
25.83
爆破说明书：（首次爆破炮眼）
眼
号
炮
眼
名
称
眼
深
角度
装药量
炮
泥
长
度
水
炮
泥
长
炮
眼
利
用
率
进
度
爆
破
顺
序
联线
方
式
水
平
垂
直
每
眼
眼
数
总
量
m
度
度
kg
个
kg
m
m
%
M
1～3
掏槽眼
1.30
80
80
0.45
3
1.35
0.46
0.2
83
1.2
一
串
联

4～12
辅助眼
1.20
0
0
0.30
9
2.70
0.54
0.2
91
1.2
二
25～31
底 眼
1.20
0
0
0.30
7
2.10
0.54
0.2
91
1.2
三
合计

19
6.15

1.2

爆破说明书：（二次爆破炮眼）
眼
号
炮
眼
名
称
眼
深
角度
装药量
炮
泥
长
度
水
炮
泥
长
炮
眼
利
用
率
进
度
爆
破
顺
序
联
线
方
式
水
平
垂
直
每
眼
眼
数
总
量
m
度
度
kg
个
kg
m
m
%
M
13-19
帮 眼
1.20
0
0
0.30
7
2.10
0.54
0.2
91
1.2
一

串
联

20～24
顶 眼
1.20
0
0
0.30
5
1.50
0.54
0.2
91
1.2
二
合计

12
3.60

1.2

三、锚杆支护参数设计：
（一）、锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中：L—锚杆总长度，m；
L1—锚杆锚入稳定岩层中的深度，m；（取0.5m）
L2—锚杆在巷道中的外露长度，m；（一般取0.1m）
K—安全系数，（一般取K=2）；
H—冒落拱高度，（H＝B／2f，f取3.5；得0.44m）
锚杆长度L＝KH+L１+L2＝2×0.44+0.5+0.1＝1.48m
考虑到2#煤层围岩较发育，施工中下帮锚杆长度取1.6m；上帮锚杆长度、顶部锚杆长度取2.3m。
(二)、锚杆间排距计算：
要求每根锚杆悬吊岩石的重量要小于或等于锚杆的设计锚固力：
（1）、顶板金属锚杆支护间、排距的确定：
D=[Ｑ/KHr(1.5-1.8)]1/2=（100/2×0.44×2.4×9.8×1.8）1/2=1.64米。
据此顶板可取锚杆间排距为1.2×1.2米。
式中，Ｑ为锚杆设计锚固力；取100KN
H为冒落拱高度，米；（H=B/2f；B-巷道宽度，f-普氏系数：煤层取1.5;岩层取3.5）
K为安全系数，一般取2； D为锚杆的间、排距，米；
ｒ为软弱煤（岩）层平均容重，吨/米3。
（2）、上下帮锚杆支护间、排距的确定：
D=[Ｑ/KHr（1.5-1.8）]1/2=[60/2×1.02×1.35×9.8×1.8）1/2=1.11米。
式中：Ｑ为锚杆设计锚固力；取60KN
据此上帮可取锚杆间排距为1.0×1.2米；下帮可取锚杆间排距为1.2×1.2米；
（三）、锚杆及其它附件的选型：
（1）、锚杆：金属锚杆采用Ф18mm金属锚杆支护，锚杆一端压扁加工成反麻花状（宽为30mm,长度为300mm），另一端外露端加工60mm丝扣。
（2）、托板：采用5mm加工而成的100×100mm的铁托板，中心孔径Ф18.5mm。
（3）、螺母：选用Ф18mm的螺帽。
（4）、金属网：选用10号铁丝编制而成的菱形网，网片规格为3800×1500m。
（5）、锚固剂：采用Z3535型树脂锚固剂。
（四）、顶板锚索支护参数的确定:
按广义悬吊作用原理进行锚索补强加固支护设计。
（1）、确定锚索布置密度
保证锚索有能力承担其承载范围内的潜在的冒落岩层的重量。先计算巷道顶板潜在冒落高度：H=B/(Kπ×f)
式中：H为潜在冒落高度m；B为巷道宽度3.1m；Kπ为顶板岩性系数，查得Kπ＝0.35；f为直接顶硬度系数，取f＝3.5
有：H=3.1/(0.35×3.5)＝2.53m
潜在冒落面积为：S=(4/3)(B/2)H=5.22m2
巷道每m长度范围内冒落岩石重量为：T=S×γ×1＝5.22×2.4×1＝12.53t; 式中：γ为岩石容重2.4t/m3
锚索破断载荷为Q=442.08KN=45.11t，则单根锚索所能承担的冒落宽度为：W=Q/T=45.11/12.53=3.6m; 取锚索排距为3.6m支护在顶板中部。
（2）、锚索锚固长度：
按GBJ86-86要求：La=(K×D1×Fst)/4Fcs
式中：La为锚索锚固长度，mm；K为安全系数取1.5；D1为锚索钢绞线直径，其为15.24mm；Fst＝1860 KN/mm；Fcs 为锚索与锚固剂的设计粘结强度，Fcs＝10 KN/mm；
则有：La＝（1.5×15.24×1860）/（4×10）＝1062.99mm
根据现场情况选用5卷Z2335型作锚固剂，直径22mm的钻头打眼，其实际长度为1750mm大于1062.99mm。
（3）、锚索长度确定：
L=La+Lb+Lc＝式中La为锚索外露长度，一般为100mm；Lb为锚索悬吊长度，取2500mm；Lc为锚索锚固长度，取1400mm
则有L=100+3150+1750＝5000m，故取锚索长度为5.0m。
（4）、锚索及附件选型：
锚索规格为直径15.24mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度5.0m，锚固长度1750mm，使用9#工字钢加工成十字形；长度取0.8ｍ，中部切割一锚索眼。树脂凝固剂选用Z2335型，长为350ｍｍ，每个锚索眼内放5卷，锚索外露长度不超过100ｍｍ；最后使用索具固定紧。
第四节 支护工艺
一、支护工艺
1、巷道支护最大、最小控顶距离分别为1.4m、0.2m。
2、临时支护：临时支护为铁锚杆，即每次掘进有1.2m后，及时由后向工作面迎头方向按锚杆间排距要求布置两帮锚杆，并及时安装好托板，上紧螺母。
3、永久支护：巷道两帮采用金属锚网梁支护；顶部采用金属锚网梁加锚索联合支护。
4、特殊支护：
掘进时若遇围岩构造变化带或围岩破碎地段时，在金属锚网梁和巷道上帮补加锚索支护基础上沿走向在巷道顶板中部再补打一排锚索，锚索间距2.0m，尾部挂0.8×0.8m十字钢梁（11#工字钢），锚索长度不得少于5m。补加顶板锚索后若仍无法控制顶板垮冒时，改用金属架棚支护。棚架选用11#矿用工字钢架设，巷道断面形状为正梯形。棚架下口净宽为3.6m，上口净宽为2.8m，净高为2.5m，棚距1.0m。顶帮采用木背板，架间采用Ф50mm钢管加工成的撑棍连接。架棚施工方法及技术要求另定专顶安全技术措施。
二、支护要求
1、顶部锚杆支护的设计锚固力为100 KN，两帮锚杆支护的设计锚固力为60KN。
2、锚杆安装牢固，托板紧贴壁面，锚杆成排成行效果要好。
3、锚杆间排距误差：±100mm；锚杆外露长度：露出托板≤50mm；锚杆角度与井巷轮廓线的角度≥75度。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法及要求
一、施工方法
巷道开口位于1-2#联络石门顶板处，开口方位角123º，坡度20º，沿2#煤层顶板采用爆破法向下掘进，严格按照测量所放中线掘进。开口采用多打眼，少装药，放小炮的方法，先小断面掘进去5ｍ后，再由小刷大，开口严禁打成喇叭口状。开口成形后，采用加密锚网梁支护开口两帮角，此时锚杆间排距为0.8×0.8m。采用刮板运输机运煤。压风管布置在巷道上帮、供水管布置在巷道下帮。另在巷道下帮行人侧设置供人员上下的梯子，梯子及扶手要求紧跟工作面，距工作面迎头不得超过20米，扶手未端至工作面迎头下帮挂设供人员上下的保险绳，保险绳设置在巷道下帮行人侧距底板1.0ｍ的位置。用双股10#铁丝每3m固定一次。
工作面水沟紧靠下帮布置，开口20米后开始修筑永久水沟，永久水沟铺设铁水槽，规格：深×宽=300×300mm。永久水沟距工作面迎头不得超过15米。
在巷道下帮（行人侧）中部设置一躲避硐室，躲避硐规格：高1.8m，宽为2.0m，深为2.0m，在躲避硐室内设置一组信号牌板和一部电话，以便工作面与上部联系。
工作面采用人工打眼、装药、爆破落煤，所用工具有风煤钻、40mm十字钻头打眼、MFB—200型放炮器、煤矿许用2#安全炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管1—3段，十字镐，铁锹，穿枪等。
第二节 爆破作业
一、爆破方法：采用分次打眼、分次装药起爆的方式。
二、炮眼布置：详见炮眼布置三视图
（一）、炮掘施工
1、钻爆设备配备：风煤钻，1.5m麻花钻杆等。
2、循环进度：1.2m。
3、工艺流程：安全检查—标定中线—钻眼—装药—起爆—安全检查—两帮支护—出煤—下一循环。
4、工艺流程：爆破掘进采用先掏槽后刷帮成形的作业方式。
第三节 管线敷设
一、电缆敷设
电缆全部吊挂在巷道上帮，按监控、通讯、信号、动力电缆顺序自上而下采用电缆钩每3m吊挂一次，线路必须悬挂成一条直线，信号及低压电缆垂度不超过3cm，动力电缆垂度不超过5cm。
二、风、水管敷设
供水管吊挂在巷道下帮，距底板0.8m高的位置，风管吊挂在巷道上帮，距底板0.4m高的位置。要求每3米一固定，用Ф6mm的钢丝绳牢固固定在巷帮锚杆上。
三、风筒吊挂
风筒吊挂在巷道上帮距顶板500mm的位置。吊挂时采用Ф6mm钢丝绳做主筋，主筋必须每3.0m固定一次，风筒吊挂要求做到平直，逢环必挂。
第四节 设备配备

设备配备表：
序号
名 称
单 位
型 号
数 量
备 注
1
风煤钻
台
QNZ2/8
1

2
刮板机
台
SGD-520/30
2

3
照明综保
台
ZXB-2.5/4
1

4
磁力起动器
台
QBZ-80
2

5
局部通风机
台
30kw
2
一台备用
6
放炮器
台
MFB-200
3
每班一台
7
十字镐
把

6
每班二把
8
铁锹
把

15

9
砍土墁
把

6
每班二把
10
钻杆
根
1.4米
2
一杆备用
11
钢纤
根
2.0米
1

12
馈电
台
KBZ-400
1

13
锚索钻机
台

2
一台备用
14
风镐
台
G10
2
一台备用
15
穿枪
根
2.5米
3
每班一根
第五章 生产系统
第一节 通风系统
一、通风方式：局通压入式通风。
二、通风路线：
新风：地面→主井→煤仓斜巷→+1950m水平新系统集中运输巷→21111运输巷→21111伪斜运输下山巷→21111回风巷→1-2#联络石门→工作面。
乏风：工作面→1-2#联络石门→21111回风巷→21111伪斜运输下山巷→21111运输巷→+1950水平新系统集中运输巷→24112回风巷→4#材料轨道下山→+2055m水平回风石门→+2050m水平5#回风平巷→5#回风上山→总回风平巷→总回风上山→地面。
三、风量计算和通风设备选型：
按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：由于主焦煤公司从未在2号煤层有过开采实践,该工作面瓦斯涌出量参照同水平、同采区、临近的4号煤层瓦斯涌出量进行计算。
1、按照瓦斯涌出量计算：
Q =100q掘K掘通
式中：Q—掘进工作面所需风量，m3/min
q—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
K—瓦斯涌出量不均衡系数，取2；
Q=100×0.67×2=134m3/min
2、按局部通风机实际吸风量计算需要风量:
Q掘=Q扇×Ii+15S=260×1+15×9.8=407m3/min
式中：
　　　 Q扇--局部通风机实际吸风量， m3/min。
　　　 Ii--掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
S--巷道的断面积，m2/min。
3、按掘进工作面同时作业的最多人数计算需要风量：
每人供风≮4 m3/min
Q掘≥4×N=4×20=80m3/min
4、按炸药量计算需要风量：
每千克炸药供风≮25 m3/min
Q掘>25×A=25×6.15=153.75 m3/min（一次爆破最大炸药量A;取6.15Kg）
5、按风速进行验算：
Q掘>0.15×60×S掘=15×9.8=147m3/min
Q掘<4×60×S掘=240×9.8=2352m3/min
6、通风设备选型：
根据以上计算，工作面最大需风量为153.75m3/min。考虑到供风的安全，确定本工作面需风量取180m3/min。巷道风速计算得：
V=180/（9.8×60）=0.31m/s。
选用一台型号为DBKJNO6.0/30kw的对旋式局部通风机和直径600mm的柔性风筒即可满足工作面供风需求。
7、局部通风机位置：风机安装在+1950水平新系统集中运输巷开口南面（井底煤仓方向）距开口点10米的位置，风机距底板高度不得低于0.3m。风筒口距迎头不得大于5m。
第一节 运输系统
材料由材料轨道下山经+1950m水平运至工作面。工作面爆破落下的矸（煤）通过溜子装入1t矿车，再由人工推至21111伪斜运输下山巷溜子内运至地面。
1、运矸(煤)路线：
工作面矸(煤)→1-2#联络石门→21111回风巷→21111伪斜运输下山巷—→21111运输巷—→新系统皮带集中运输巷—→煤仓—→主井→地面。
2、运料路线
地面—轨道运输下山—→5#小绞车道—→1950m水平集中运输石门绕道—→21111运输巷—→21111伪斜运输下山巷—→21111回风巷—→1-2#联络石门—→工作面。
第三节 压风系统
工作面所需风源来自地面工业广场压风机房，通过1950m水平集中运输石门主管路分接管路至工作面。压风线路：→1950m集中运输石门主管路→工作面。
第四节 综合防尘
一、供水线路：
地面静压水池—→大倾角集中运输上山—→+1950m水平集中运输石门—→21111运输巷—→21111伪斜运输下山巷—→21111回风巷—→1-2#联络石门—→工作面。
二、喷雾、洒水管路：
1、供水管距迎头不得超过15m。安装水管的时候，在供水管路上每50m安装一个“三通”，并安装阀门，另外必须准备一根25m长的胶管，以用做巷道洒水灭尘用。
2、该巷道施工过程中，设两道全断面喷雾，一道在距本巷道开口以东15m处；另一道距工作面20m处，并挂防尘网，所有转载点必须设转载喷雾，风钻必须要湿式打眼，以降低粉尘。
详见防尘系统图
第五节 安全监控
1、工作面监控信号线路接至1950m水平变电所的5号分站，共设置瓦斯传感器两台，一台布置在距迎头不超过5m，另一台布置在2#煤层通风下山巷掘进工作面回风流（距回风口15m的位置）中。探头挂在距巷道中部距顶帮300mm处（距顶大于300mm,距帮不小于200mm）。
2、瓦斯传感器报警浓度为1%，断电浓度为1.5%，当瓦斯降到1%以下时方解除闭锁恢复送电。
3、断电范围：在变电所内安装瓦斯断电器一台，控制进入掘进面的馈电开关，风电闭锁采用工作面馈电开关闭锁，当巷道回风流中的瓦斯浓度达到1%或风机附近10m范围风流中瓦斯浓度达到0.5%或局部通风机停止运转时，能自动切断供风范围内所有设备电源。局部通风机处设置智能停开传感器一台，对风机运行情况进行24小时监控。
第六节 供 电
供电路线为：1950变电所—→+1950集中运输石门—→21111运输巷—→21111伪斜运输下山巷—→21111回风巷—→1-2#联络石门—→工作面。
供电线路图如图所示：

第七节 排 水
排水线路：工作面—→1-2#联络石门—→21111回风巷—→21111伪斜运输下山巷—→21111运输巷—→+1950m水平新系统皮带集中运输巷—→+1950m水平6#东排水巷
1、在巷道西帮（下帮）开挖水沟，掘进时先做临时水沟，掘进10m后铺设永久水沟。永久水沟采用3mm钢板焊制加工的U形水槽。水沟规格：1200×200×200mm。永久水沟距离工作面迎头不得超过15m。
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
严格执行交接班制度，采用“三八”工作制，特种作业人员必须持证上岗，人员配备见人员配备表。

人员配备表
序
号
工 种
在册人数
/人
出勤人数（每班）
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ
合计
1
队长
1
1

1
2
书记
1
1

1
3
技术员
2
2

2
4
代班队长
3
1
1
1
3
5
班长
3
1
1
1
3
6
掘进支护工
24
8
8
8
24
7
电工
3
1
1
1
3
8
钳工
3
1
1
1
3
9
运料工
4
4

4
10
合 计
44
20
12
12
44
第二节 循环作业方式
为保证正规循环作业的完成，工作面必须配足作业人员，合理安排工序，充分利用工时，提高工作效率。
详见循环作业图表

第三节 主要技术经济指标
序 号
项 目
单 位
数 量
备 注
1
在册人数
人
44
每班12人
2
出勤率
%
95%

3
班循环进度
米
1.2

4
班循环数
个
1

5
日循环进度
米
3.6

6
日循环数
个
3

7
正规循环率
%
90

8
月工作日数
天
21

9
月进度
米
75.6

10
工效
米/工
0.08
直接工效
11
炸药消耗
千克/米
8.13

12
雷管消耗
发/米
25.83

13
钻头消耗
个/米
0.1

14
钻杆消耗
根/米
0.02

15
锚杆消耗
根/米
7.5

16
锚固剂消耗
卷/米
15

17
锚杆托板
个/米
9

18
螺帽
个/米
9

19
铁丝网
米2/米
9.7
长×宽=10000×1200mm
20
铁水槽
节/米
0.67
长×宽×高=1500×300×300mm
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
1、所有人员必须经过本规程的培训、考试合格后方可上岗。
2、所有人员都要认真执行《煤矿安全规程》、《操作规程》和本作业规程及有关的安全技术措施。树立“安全第一”的思想，做到“不安全不生产，安全后再生产”。
3、各班认真填写施工记录和台帐，写清当班存在的问题以及下班应注意的问题，确保安全生产。
4、工程质量不合格，验收人员不得验收，验收员严格把关，确保施工质量。
5、施工中若遇到地质水文及支护变化情况与本规程不符，要及时补充安全技术措施或补充在作业规程复查内
第二节 爆 破
1、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并持证上岗。
2、雷管、炸药必须分装分运，并分别入箱上锁。雷管必须由爆破工亲自运送，炸药由火工品安全员负责监护熟悉《火工品管理规定》规定的工作人员运送炸药，爆破时雷管箱和炸药箱放到爆破警戒距离以外的安全地点。
3、严格执行“一炮三检”制度。“一炮三检”即装药前、放炮前、放炮后，严格检查瓦斯，瓦斯超过1%时严禁爆破。
4、严格执行“三人联锁爆破”制度，即爆破前班组长先清人数，布置警戒后下达爆破命令，并在爆破单上签字，群监员接到爆破命令后，必须检查警戒布置情况和工作面安全情况，确认无误后方准向爆破工下达起爆命令，并在爆破单上签字。爆破工接到起爆命令后，必须检查爆破地点20米范围内的瓦斯、煤尘情况，起爆前必须发出起爆警告，至少等5秒钟后起爆，并在爆破单上签字。
5、爆破前由班组长清点人数，并在通往爆破地点的所有通道上设置警戒，警戒距离和爆破距离直线大于100米，拐弯大于75米。
6、爆破前后工作面20米范围内必须洒水降尘。
7、炮眼封填必须使用水炮泥，并用黄泥按规定充填捣实，严禁用其它可燃性的物品代替。
8、联线工作由爆破工亲自操作，爆破工必须最后一个离开工作面，起爆器由爆破
工随身携带保管，不得交给他人。
9、爆破后必须将爆破母线扭结短路，并及时回收，严禁挂设永久爆破母线，爆破母线严禁出现明接头。
10、爆破后至少等15分钟，并待工作面炮烟散尽后工作人员方可进入工作面作业。
11、装配起爆药卷时，必须将雷管脚线短路，并严格按操作规程作业，装药时雷管脚线必须短路、吊空，严禁脚线与电器设备、导电体相接触。
12、放电后如果炮未响，必须过15分钟后方可进工作面检查线路，检查前先将爆破母线短路，放炮器由爆破工随身携带，检查时由爆破工和安全员两人一同进入工作面，不得一人进入工作面检查。
13、现场拒爆必须按《煤矿安全规程》规定进行处理。必须过15分钟后方可进入工作面处理，由原打眼工在距原炮眼0.3米位置平行于原炮眼处打眼，重新装药爆破；由于联线不良可重新联线爆破，严禁用十字镐刨或手拉雷管脚线，严禁将残眼继续加深，严禁干与处理拒爆无关的事，残药残雷管捡回及时交到炸药库。
第三节 通风瓦斯管理
1、局部通风机要安装在专用的台架上或进行吊挂，使局部通风机与风筒在同一水平直线上，以免因风筒弯曲而加大局部阻力；风筒与风机直径应相同，不一致时，应采用缓变直径的接头。
2、风筒吊挂要平、直、稳、紧，逢环必挂、缺环必补，拉紧吊稳，风筒拐弯应平缓，勿使风筒褶皱。
3、局部通风机必须指定专人负责管理，并保持正常运转。无论工作或交接班都不得停风。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，必须要检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
4、工作面无风、微风时，人员必须全部撤出，设置栅栏，煤电钻综保必须处于断电状态。恢复供风前，必须先采取排放瓦斯的措施，瓦斯排放措施的制定及瓦斯排放工作由通风队制定。
5、加强局通和风筒的管理和维修，防止炮崩，并实行定期巡回检查风筒质量。
6、工作面掘进根据实际需要随时进行测风，矿井通风部门根据测风结果采取措施，进行风量调节，使之符合作业要求。
7、风筒吊挂要平、直、稳、紧、逢环必挂；风机风筒应安装成直线。
8、采掘工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
10、下井人员都要配带便携式瓦检报警仪，爆破员随身携带光学瓦检仪，瓦检仪要校核准确，确保正常使用；随时进行瓦斯检查，
11、班组长、区队长、安检员进入施工地点，必须了解施工地点的瓦斯情况。
12、每班有通风队专职瓦斯检查员巡检工作面瓦斯浓度2次以上，有异常情况时必须要向工作面人员通报瓦斯情况，离开工作面前必须要有当班班长签名。
第四节 顶板管理
1、工作面配齐找顶找帮工具；严格执行敲帮问顶制度，每班进入工作面前先由安全员和班长由外向内一步步地进行敲帮问顶工作，排除隐患，确认安全后，其它人员方可进入工作面作业。
2、工作中及时找掉危岩、活矸，若一时无法找掉，必须进行支护。
3、掘进时，应控制好不留伞檐煤、勾头煤。
4、掘进时注意顶板、煤帮变化，如遇顶板压力突然增大时，应及时将迎头人员撤到安全地点，并汇报调度，待拿出具体措施后再开工。
5、过顶板破碎带时，必须安排经验丰富的人员专人观山，随时报告可能发生的各种隐患。
6、顶板每平方米有2条以上缝隙或敲帮问顶发现有离层现象时，立即停止掘进，采用挂网支护到迎头后再工作。
7、当顶板有淋水较大时，应用挡雨棚进行处理。
8、严格控制工作面空顶距离。空顶距超过规定时应先支护后掘进，发现顶板破碎或变松软时，缩短空顶距离，及时支护。
9、失效的锚杆要及时进行处理，按照要求进行补打。
第五节 防治水
1、做好掘进面的地质、水文预报工作。
2、必须坚持“有疑必探，先探后掘”原则，发现异常情况立即撤人并及时汇报，待制定措施后进行处理。
3、掘进时发现突水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水增大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味）时，必须严格按《煤矿安全规程》第266条执行。
4、掘进中若发现淋水较大或眼内水压大等异常情况时，立即将工作面所有人员撤至安全地点；并及时汇报安调室人员。
5、作业人员必须熟悉突水预兆和避灾路线。
第六节 机电运输
1、机电维护人员和各种司机都必须持证上岗。
2、检修电器设备时，必须切断电源， 严禁带电维修、搬迁电气设备，维修电气设备时必须停电，并挂“有人工作，严禁送电”的警示牌。
3、使用的电器设备必须符合防爆性能的各项技术要求，失去防爆性能的电器设备必须立即处理或更换，不得继续使用。
4、必须用监控系统对局通进行监测，任何人不得随意停开风机。
5、供电总电源必须安设瓦斯断电闭锁装置，要确保装置灵敏可靠。
6、各种电器保护必须灵敏可靠，严禁甩掉不用，小型电气要上板，电气设备按规定设置合格的接地线。
7、刮板运输机的信号必须灵敏可靠，没有信号不准开机。
8、开动刮板输送机前必须发出开车信号，确认人员已离开机器运转部位，点动二次后，才准正式开动，然后打开喷雾。
9、电缆、风筒、水管的铺设都必须按规定吊挂整齐。需要爆破时，爆破母线和电缆要各走一帮。
10、各种司机开机前要和电钳工一起检查自己所使用的设备，认真检查电器设备的运转情况、失爆情况，发现问题及时处理。
11、各岗位司机要保持良好的精神状态，遵守劳动纪律，精神集中，认真操作，发现问题及时配合电钳工处理。刮板运输机司机要及时拣出随煤拉出的大块矸石、铁器等杂物，并负责机头前后10m的清理工作，换班时必须把煤拉干净。
12、各种设备的行人侧宽度不得小于0.7m；各种设备的转动部必须有护罩。需要跨越刮板输送机的地段必须设置过桥。严禁用刮板输送机运料，如确定需要时，须制定专项安全措施。
13、搭接刮板输送机链条、紧链条时，不准骑在溜槽上，必须在溜槽两侧，不准伸出头部，链条要用木板掩好以作缓冲。机尾要有专人观守，试开机时，手不准离开停止按钮，要点动开机，进行掐链、接连点动时，人员必须躲离链条受力方向。紧链时还必须使用好刹车安全装置。
14、刮板输送机运行时，不准人员从机头上部跨越，不准清理机头等转动部分的煤粉或用手调整刮板链。
15、经常清扫机头、机尾附近及底槽下的浮煤。停止出煤时应将刮扳机内的煤全部运出，清扫机头、机尾附近的浮煤，方可停机，然后关闭洒水龙头并向下台输送机发出停机信号。
16、刮板机机头两侧采用打地锚挂铁链将机头固定牢固，机尾打压柱固定。
17、掘进工作面电缆，应悬挂或盘放整齐，注意保持清洁、无破损，避免水淋、撞击、挤压、和炮崩，每班都要进行检查，发现有损伤，必须要及时进行处理。
18、掘进工作面必须实现三专两闭锁。
19、独头巷道恢复正常通风后，必须由电工对独头巷道中的电气设备进行检查，证实完好后，方可人工恢复局部通风机供风的巷道中的一切电气设备的电源。
第七节 其 它
一、防火安全技术措施：
1、电缆要保证完好，煤电钻严禁出现短路、失爆。
2、发现井下有火源时，立即采取直接灭火，并迅速汇报调度。现场的队长、班组长按矿井灾害预防和处理计划的规定，通知所有受火灾威胁的人员撤至安全区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。
3、严禁带烟火及穿化纤衣服下井。
4、工作面人员必须佩带防尘口罩。
5、搬运（矸）煤前要洒水灭尘。

二、防煤层自燃的安全技术措施
1、由通风队安装洒水管路，在工作面迎头要安设一个四通阀门，并且施工队要自备2
条25m的胶水管，以便于洒水；巷道每班都要进行洒水。
2、巷道内的煤尘及时清理
3、工作面及巷道内出现煤油味时，必须停止工作面掘进，查明原因。

三、打眼支护
1、工作前先检查顶帮情况，做好敲帮问顶工作，找掉危岩、活矸，一时找不掉或有离层时，打临时点柱维护好后再开始工作。
2、掘进工作面及其他作业地点风流中地点附近20m范围内瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼。只有符合安全要求时方可打眼，打眼前要首先检查钻具，如煤