掘进工作面作业规程炮掘doc.doc

3-3煤辅运大巷、回风大巷东翼延伸掘进作业规程
第一章 概 况
第一节 概 述
1、巷道名称
3-3煤东翼辅运巷、回风巷延伸工程。
2、巷道用途
查明3-3煤东翼原采空区实际范围，用于3-3煤东翼采区生产系统，满足采区通风、行人、运输、管线敷设需要。
3、施工地段
在3-3煤层辅运大巷延伸段测点D5（x:4329533.954，y:37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板开始掘进。
4、估计开工时间
计划开工时间： 6 月 18日
第二节 编写依据
1、《煤矿安全规程》及《煤矿掘进操作规程》。
2、《东峰煤矿煤炭资源整合实施方案开采设计》。
3、《东峰煤矿地质汇报》。
4、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-。
5、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-。

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区开采情况
一、巷道地面位置
该巷道对应地面标高为+1272m～+1301m，巷道标高为1149m～+1154m 。地表大部分为黄土梁峁区，沟谷密集，地形起伏较大，地形破碎，无民房建筑，无大水体及河流。
二、和邻近巷道位置关系
该掘进工作面在3-3煤层井田范围东北部：北为原阳塔煤矿采空区，南为原商联煤矿采空区，东为原龙王庙煤矿采空区，西是4-4至3-3煤皮带运输大巷。
第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构
3-3煤层呈层状赋存于延安组第三段下旋回上部，呈简单层状产出，层位稳定。煤层埋深在0～160m之间，通常50～140m。底板标高改变在1138～1180m之间。煤层厚度改变在1.7-2.1m之间，平均1.9m。煤层在整合区北部向北倾斜、南部向北西倾斜，总体向北西西倾斜，倾向约340°，降深幅度平均15.9m／km，平均倾角0.9°。和下伏4-4号煤层间距在36.37～38.31m之间改变，平均37.40m，相当稳定。含0～1层泥岩夹矸，局部含2层，结构简单。煤层顶板岩性以粉砂岩为主，粉砂质泥岩、泥岩次之，煤层底板岩性以粉砂岩、粉砂质泥岩为主，泥岩次之。煤层和其顶底板均为显著接触。该煤层层位稳定，厚度改变规律较显著，煤类单一，煤质改变小，煤层结构简单，属大部可采稳定型厚煤层
二、煤和瓦斯涌出情况
依据陕西省煤炭工业局批复中本区煤矿瓦斯判定结果，沼气（CH4）绝对涌出量为0.14～0.20m3/min；二氧化碳（CO2）含量为0.99～2.06m3/t。瓦斯分带为处于氮气-沼气带。本矿属于低瓦斯矿井。
三、煤尘及煤层自燃
依据煤样品自燃倾向测试结果 ，区内煤层多易自燃发怒，另外，区内及周围煤层露头均可见自燃现象，从煤矿调查中得悉，以往煤矿堆放碎煤发生过自燃。在生产煤堆放和运输过程中，应采取对应方法，以预防煤自燃。
据煤尘煤样测试结果：各煤层测试火焰长度在180～350mm之间；抑制煤尘爆炸岩粉用量在55～70%之间，属有爆炸性危险煤层。区内各煤层属低变质阶段烟煤，依据煤干燥无灰基挥发分产率和固定碳含量之比计算，爆炸性指数远大于有爆炸性危险10%临界值，表明煤尘均含有爆炸性危险，在掘进施工该煤层时应引发高度重视，并要采取对应防范方法，确保人身和矿井安全。
四、地温
区内属地温正常区，无地热灾难。
第三节 地质结构
依据本区内6个钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采区地质资料综合分析：本采区整体呈一单斜结构，采区内无探明断层结构。地质结构简单，区内无岩浆活动痕迹，总体结构形态为倾向西北，平均倾角小于1°单斜层，无较大断裂及褶皱发育，仅局部形成部分宽缓波状起伏。
第四节 水文地质
本区地质结构简单，无大起伏。全部可采煤层直接充水含水层为顶板砂岩含水层，富水性弱到极弱，地下水补给条件差。依据《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-9）及《煤炭资源地质勘探规范》中相关要求，勘探区水文地质勘探类型应划为二类一型。即以裂隙含水层充水为主水文地质条件简单矿床。
从整合区涌水量计算，矿井开采3-3号煤层正常涌水量为9～48m3/d，最大涌水量18～60m3/d；3-3煤层大部分已被小井开采，经过整合各小井于前后闭坑，闭坑矿井难免聚集瓦斯和产生积水，该巷道掘进中有可能随时穿越采空区及老巷，防治水工作作为施工关键，严格遵守“有掘必探，有采必探”标准，做到有计划、有组织、有方法超前钻探工作，并加强瓦斯监测和涌水量检测，加强通风和排水。
第三章 巷道断面及支护
第一节 巷道部署
1．东翼运输巷和回风巷工程量依据探掘过程中待定，巷道开口部署在测点D5（x:4329533.954，y:37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板向前掘进巷道。巷道方位50°00′00″，掘进35米后，再拨门以方位140°掘进30米至回风巷位置，以方位230°反掘和3-3回风巷贯通，贯通后回风巷继续方位角50°前掘。
2．断面：工作面断面为矩形，采取锚网支护，掘宽×掘高=4.5m×1.8m，S掘 =8.1m2。（见附图-巷道断面图）
3．临时供水管距离底板1.6m，风筒距离底板1.3m，均吊挂在巷道左帮（面向迎头）；电缆距离底板1.7m，电缆钩间距1m，吊挂在巷道左帮。
4．巷道平面部署示意图：见附图-巷道平面部署图。
第二节 矿压监测
1、监测内容
每施工30~40m 做一组锚杆抗拔力试验。
2、监测及抽查方法
做锚杆抗拔力试验时，一组中只要有一根锚杆锚固力或抗拔力没有达成设计要求，即视为不合格，须再抽查一组，如仍不合格，则必需查明原因，并对该组锚杆前后10m巷道全部检验并补打。
第三节 支护设计
一、巷道永久支护
1、顶锚杆为φ18mm×1800mm螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm，每根锚杆使用1根CK2850树脂锚固剂，锚杆托盘为125mm×125mm×6mm拱形高强度托盘。顶锚杆锚固力不低于50KN,扭矩120N.m，每排5根。
2、网片采取φ5mm圆钢钢筋网片，网格为100mm×100mm，网片尺寸4400mm×1000mm，网和网搭接长度为100mm，采取14#铁丝绑扎连接，绑扎间距小于300mm/道，呈“△”状连接。
二、施工质量要求
1、网子搭接宽度大于100mm，每隔300㎜用14#双股铁丝绑扎一道，并绑扎牢靠。
2、锚杆间排距均为900mm，锚杆眼距许可误差为±100mm，角度许可误差15度。托盘紧压网片，外露小于50㎜，预紧力大于50KN，扭矩力大于100N·m。
3、树脂药卷搅拌时间均为5～8S。

第四节 支护工艺
（一）锚杆安装
1．锚杆安装工艺
（1）在临时支护下先打正顶锚杆孔，并安装好锚杆，接着打两边锚杆孔和其它锚杆孔，并安装好锚杆。打锚杆时，必需打一个锚杆孔后立即安注好一根，严禁将全部锚杆孔打好以后再进行安注。锚杆施工由外向里，逐排进行，即先打第一排然后打第二排。。
（2）打锚杆眼前，首先严格按中线检验巷道断面规格，不符合设计要求时必需优异行处理，锚杆眼位置要正确，眼位误差不得超出±100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应和锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，钻孔深度许可误差不超出50mm。
(3)安装锚杆前，应将眼孔内积水、煤（岩）粉用压风吹扫洁净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有些人，然后将锚固剂送入眼底。随立即锚杆插入眼内，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒锚杆安装机卡住螺帽。开动煤电钻旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达成设计深度，搅拌旋转大于35s后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽。12min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆安装应牢靠，螺帽紧固有力，托板边方向和巷道方向尽可能保持一致，避免歪斜。
2．锚杆孔施工应遵守以下要求：
(1)锚杆孔孔深和角度应符合设计要求，孔向应垂直巷道顶板或顶板岩层层理，轴向偏差在15°以内。
(2)顶部锚杆采取顶板锚杆机钻孔，帮部采取风锤钻机帮锚钻机钻孔。
(3)锚杆间、排距严格按设计要求施工，误差不得超出±100mm。
(4)锚杆端部必需推至孔底，尾端露出垫板长度为30~50mm，露出螺帽不少于三丝。锚杆应尽可能垂直巷道轮廓线切线或关键岩层面,夹角大于75°。
3．锚杆安装应遵照以下要求：
(1)锚杆安装要求使用快速接头进行安装，搅拌时间不得低于标准要求；Z型（中速）锚固剂20～30秒，K型（快速）锚固剂10～15秒，严禁不经搅拌将锚杆直接扎入眼底。
(2)锚杆安装预紧力矩：采取快速安装工艺时，螺母拧紧力矩不应小于140N.m。
(3)上托板时间：K型锚固剂5分钟，Z型锚固剂15分钟；托板应紧贴巷壁，紧固螺母时，应用扭力扳手拧紧。
(4).对锚杆支护巷道每隔一定时间要进行一次巡回检验，对顶板、煤帮失效锚杆要立即补打，对托板松动应立即紧固。
4．严格检验控制锚杆支护材料材质，因为时间过长或受潮已经生锈锚杆、弯曲变形锚杆、过期或硬化树脂锚固剂等不合格材料，严禁使用。
5．锚杆必需贴顶、帮打，不得打造形锚杆，以增强支护效果，假如需要造型，里面一层锚杆垫板必需贴岩面打。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、掘进方法
采取炮掘法施工。
二、施工次序
先从3-3煤辅运大巷停掘面根据设计方位掘进，掘进35米后以方位140°拔门掘进30米，再以方位230°返掘和3-3煤回风巷贯通，形成辅运大巷和回风大巷掘进通风、运输系统。
第二节 施工方法
一、施工方法
采取打眼爆破方法破岩。
1．打眼机具：采取煤电钻。
2．降尘方法：湿式打眼、水炮泥装药、装货前洒水、爆破前后冲洗巷帮。
3.掘进采取一般钻爆法施工，采取煤电钻打眼。爆破采取矿用Ⅱ号乳胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型发爆器起爆。
二、运输方法
本工作面煤、矸分装分运，采取20装载机装煤，由无轨胶轮车直接运到地面。
三、施工步骤
（一）、凿岩设备及工器具
配置电煤钻打眼，配以手镐，铁锤，铁锹，风镐等。
（二）、工艺步骤
安全检验→打眼→装药、联线→爆破→安全检验→出煤 → 安全检验→ 打锚杆→安全检验→刷帮→成巷。
第三节 爆破作业
1、掏槽方法
掏槽方法为楔形掏槽法，周围眼和设计轮廓距离为200mm。
2、爆破器材
MFB-200型隔爆电容式发爆器引爆。
3、使用煤矿乳化炸药，直径27mm，长200mm ，200mg /卷；1-5段煤矿许用毫秒延期电雷管（每段延期25ms）,最终一段延期时间不得超出130ms。
4、装药结构
全部炮眼统一采取正式连续柱状装药，装药是要小心将药卷从炮眼送到眼底，不得装错雷管短号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免炸药受潮。
5、起爆方法
爆破网络采取串联法，一次装药必需一次全部起爆。
炮眼部署三视图及说明书（见附图、附表）
炮眼
序号
炮眼
名称
炮眼长
度/米
装药量
角度/（°）
爆破
次序
连线
方法
卷/眼
累计/kg
水平
垂直
1～4
掏槽眼
1.9
4
3.2
75

Ⅰ
串
联
5～8
辅助眼
1.8
2
1.6

5
Ⅱ
9～17
周围眼
1.8
2
3.6

75
Ⅲ
18～22
底眼
1.8
2
1

75
Ⅳ

累计

49
9.8

预期爆破效果

序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
85
2
每循环巷道进尺
m
1.7
3
每循环爆破实体煤
m3
15.3
4
炸药消耗量
kg/m3
0.53
5
每米炸药消耗量
kg/m
4.76
6
每立方米雷管消耗量
个/m3
1.02
7
每米雷管消耗量
个/m
9.18
8
每循环炮眼总长度
m
29.08

第三节 管线敷设
1．采取打眼埋设螺栓固定电缆钩。
2．电缆分类吊挂平直、整齐，电缆钩每隔1.2m一个，电缆垂度不超出50mm。
3．风水管路接口严密，不得出现漏风、漏水现象。水管距迎头30m范围内使用高压胶管，30m外使用2寸铁管，要随迎头立即延长，以备迎头正常见水。
4．风筒逢环吊挂，距迎头小于5m。
5．管路吊挂平直、牢靠 ，并采取防腐方法。
6．迎头风、水带和电缆应盘放整齐。
7．管路采取管路挂钩吊挂整齐；挂钩必需长度一致，采取φ20×1000mm左螺旋无纵筋等强锚杆配合锚固剂固定在巷道帮部并水平成线，每两个管路挂钩吊挂间距不超出4m。管路距离底板应符合断面图要求，铺设要平直，管路吊钩应尽可能托在管路接头处，杜绝跑冒滴现象。
8．管线吊挂整齐，电缆按监测、通讯、信号、低压、高压次序自上而下分档吊挂，垂度合适。电缆钩上下固定平直，高差不超出30mm。
第四节 设备及工具配置
设备及工具配置表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
煤电钻
MZ—1.5
台
2
备用1台
2
开 关
QC83—80
台
1

3
综 保
KSGZ—2.5/0.4
台
1
备用2台
4
局 扇
FBDNo6.3/2×22
台
2
备用1台
5
铁 镐
G10
部
6
备用2部
6
无轨胶轮车
WC15/150
台
10

7
激光指向仪

台
2

8
20铲车

台
1

9
真空磁力开启器
QBZ-200/1140(660)
台
2

第五章 生产系统
第一节 通 风
一、通风方法
通风方法：采取压入式通风。
二、风量计算
1、按瓦斯绝对涌出量计算
Q掘＝100×qch4× Kch4　 （m3/min）
式中：
Q掘1……单个掘进工作面需要风量，m3/min；
qch4……掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；
Kch4……掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数。
100……掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超出1％所换算常数。
参考煤矿瓦斯等级判定瓦斯涌出量q掘＝0.3m3/min；
K 掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数，2.5。
Q掘1＝100×0.3×2.5＝75m3/min
2、 按掘进工作面同时作业人数计算
Q掘>4N m3/min
式中：N……掘进工作面人数；
Q掘>4N＝4×20＝80 m3/min
3、按炸药用量计算
Q掘=
式中：Qpj——炮掘工作面实际需风量，m3/s；
Aj——掘进面一次爆破所用最大炸药量，9.8kg；
b——每千克炸药爆破后生成当量CO量，依据炸药有毒气体
国家标准，取b＝0.1m3/kg；
t——通风时间，通常不少于20min，取25min；
c——爆破通风后，许可工人进入工作面工作CO浓度，通常取
C＝0.02%；
Q掘= ＝＝196 m3/min＝3.3m3/s

依据以上计算，掘进工作面实际需要风量取以上最大值196m3/min。
2、风量验算：
15 S < Q掘<240 S
15×8.1< Q掘<240×8.1
121.5< 196<1944m3/min
经验算，工作面风量取240m3/min符合要求。
三、局部通风机选型及安装地点
（一）．风筒选择
选择直径为Ф800㎜胶质抗静电、阻燃柔性风筒。
（二）．风机选择
依据以上计算结果，选择功率为FBD№6.3/2×22KW对旋风机各二台，其中一台备用。(依据FBD№6/2×15KW风机性能，其吸风量为380m3/min～550 m3/min)，风机实施双风机、双电源自动切换装置。
（三）．安装地点
局扇位置：设在3-3煤辅运大巷和主运大巷联巷口外10m处。局扇安装高度距底板不低于300mm。
四、通风线路
1、新鲜风流→局扇→风筒→迎头。
2、乏风流：施工迎头→3-3煤回风大巷→3-3-4-4回风斜巷→4-4回风斜巷→5-2煤回风大巷→副斜井→地面
通风系统示意图(见附图)
第二节 压 风
在距掘进面30米处安装一趟风水管路，根据标准进行吊挂，并和3-3煤辅助运输大巷十字口压风管路相接，压风管路每100米设有支阀门，经过3寸钢管供到距工作面30m处，然后改用高压软管接到工作面用风地点。
第三节 瓦斯防治
1．区队瓦斯检验员必需加强现场瓦斯检验，严禁空班漏检，弄虚作假，发觉瓦斯超限，立即停止该施工地点作业。掘进工作面瓦斯浓度及二氧化碳检验次数每班最少检验三次，查瓦斯间隔时间要均匀，间隔时间不能过大或过小。
2．掘进工作面风流中瓦斯浓度达成0.8%时，必需停止工作；爆破地点周围20m以内风流中瓦斯浓度达成0.8%时，严禁爆破。
3．瓦斯测定范围：距巷道顶帮底各为200mm巷道空间内风流。
4．掘进工作面及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点周围20m以内风流中瓦斯浓度达成1.0％时，必需停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
5．掘进工作面及其它巷道内，体积大于0.5m³空间内积聚瓦斯浓度达成2.0%时，周围20m内必需停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
6．掘进工作面风流中二氧化碳浓度达成1.5%时，必需停止工作，撤出人员，查明原因，制订方法，进行处理。
7．掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必需撤出人员，切断电源。
8．在恢复通风前，必需首先检验瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超出0.8%和最高二氧化碳浓度不超出1.5%，且局部通风机及其开关周围10m以内风流中瓦斯浓度全部不超出0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
9．停风区中瓦斯浓度超出0.8%或二氧化碳浓度超出1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超出3.0%时，必需采取安全方法，控制风流排放瓦斯。
10．停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超出3.0%时，必需制订安全排瓦斯方法，报矿技术责任人同意。
第四节 综合防尘
一、防尘供水管路由3-3煤辅运大巷留设阀门采取3寸铁管引至距迎头30m左右。
二、供水管路每隔50m应设有单独控制闸阀及软管，用于灭火及防尘。阀门必需随时能够正常使用，设置水阀门严禁随意拆除，损坏阀门必需立即更换。
第五节 防灭火
该工程均采取煤电钻湿式打眼，锚网支护，爆破前后洒水灭尘，定时冲洗巷帮。防火关键是电缆、机械摩擦失火，当电缆着火或因机械摩擦失火时，应立即切断失火电缆或电器设备电源，使用供水管路上洒水降尘三通进行灭火。
第六节 安全监控
一、便携式甲烷检测报警仪(以下简称便携仪)配置和使用
1．队长、安全员等管理人员下井时，必需携带便携仪，对其分管范围内甲烷进行不间断监测，如有报警现象(报警点为0.8％)必需进行处理。
2．当班跟班队长、班组长下井时，必需携带便携仪，并悬挂在距迎头3m回风侧，报警时，停止工作并进行处理。
3．流动电钳工下井时，必需携带便携仪，在检修地点20m范围内检验甲烷浓度，仪器报警时不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪配置和使用
1．掘进工作面瓦斯传感器设在非风筒侧距工作面≤5m，严禁悬挂在风筒头和风筒漏风处,报警点为≥0.8%、断电点为≥1.3%、复电点为＜0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
2．掘进工作面回风甲烷传感器安设在掘进工作面距回风口10～15米，报警点、断电点均为≥0.8%，复电点为＜0.8%；断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
3．传感器要垂直悬挂,悬挂位置：距顶板（顶梁）小于300mm，距巷道壁大于200mm，巷道顶板坚固、无淋水地点。洒水时注意保护，严禁淋水。
4．为确保安全监控仪器设备正常运行。安全监控设备必需定时进行调试，校正。
5．井下安全监控设备发生故障时，必需立即处理，在故障期间必需采取人工监测等安全方法，并填写故障记录表。
6．井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应立即向通风调度汇报。
第八节 排 水
巷道施工时，临时排水管路跟至距迎头20m后。工作面积水处设7.5KW电泵排水，采取2寸排水管路排至3-3煤辅运大巷主水仓确保巷道施工无水患。
排水系统：工作面水→电泵→临时排水管路→3-3煤主水仓
第九节 运 输
1、施工设备及材料用无轨胶轮车进行运输，装载机装煤，无轨胶轮车运至地面。
2、运输路线：
施工设备及材料：副斜井→4-4煤辅运大巷→4-4至3-3煤辅运斜巷→3-3煤辅运大巷→迎头
煤：迎头→3-3煤辅运大巷→4-4至3-3煤辅运斜巷→4-4煤辅运大巷→副斜井→地面
第十节 照明、通信和信号
工作面安装一部防爆电话能够直接和井下各作业地点、机电硐室、队值班室及矿调度室等处相互直接联络。
第六章 劳动组织及关键技术经济指标
第一节 劳动组织
巷道掘进采取“两班”工作制(每班12小时)，多工序交叉平行作业组织生产。
劳动组织图表：见附表。
第二节 作业循环
1、作业制度：采取两班工作制组织生产，为确保正规循环作业完成，工作面施工作业必需依据劳动组织人员配置，合理安排工序，工序和工序之间尽可能做到交叉进行、平行作业，以充足利用工作时间，提升工时利用率。
2、作业方法：采取炮掘掘进，用装载机装车，无轨胶轮车运输方法。
3、劳动组织图表
序 号
工 种
人 数

早班
中班
1
跟班队长
1
1
2
班长
1
1
3
安全员
1
1
4
打眼工
3
3
5
瓦检员
1
1
6
点钳工
1
1
7
铲车司机
1
1
8
支护工
2
2
9
胶轮车司机
3
3
10
钻水工
2
2
11
累计
17
17

第三节 关键技术经济指标
关键技术经济指标表（见附表
经济技术指标表

序号
项目
单位
数量
1
巷道断面（净/掘）
m2
8.1
2
煤硬度等级
f
3～4
3
每循环眼数
个
15
4
每循环进尺
m
1.7
5
日进尺(1个面)
m
10.2
6
月进尺(1个面)
m
255
7
平均月生产天数
天
25
8
在册人数
人
34
9
日出勤人数
人
33
10
出勤率
%
97
11
炸药消耗量
kg/m3
1.6
12
雷管消耗量
个/m3
0.7
13
每循环煤量
m3
13.77
14
网片消耗量
片/m
1
15
锚杆消耗量
根/m
2
16
木托板消耗量
块/m
2

第七章 安全技术方法
第一节　一通三防
一、通风及防瓦斯
1．局扇应加强管理，严禁无计划停风，严禁无风或微风作业。
2．迎头无风或风量不足瓦斯超限时，作业人员均应撤到进风巷新鲜风流中。停风后恢复通风前，必需首先检验瓦斯，只有在停风区中瓦斯浓度不超出0.8%，局部通风机及其开关周围10m以内风流中瓦斯浓度全部不超出0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超出0.8%或二氧化碳浓度超出1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超出3.0%时，必需采取安全方法，控制风流排放瓦斯。
3．采取抗静电、阻燃风筒。风筒逢环必挂，确保平直。风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不得拐死弯及脱节。
4．风筒接头严密（手距接头0.1m处感到不漏风），无破口（末端20m除外）、无挖洞、跑漏风现象。
5．工作面风筒不落地，风筒出口距迎头距离小于6m，
二、综合防尘方法
1．掘进采取湿式钻眼,。
2．工作面放炮前后均应洒水，冲洗巷帮、巷顶。
3．加强通风管理，合理供给风量，有效吹走粉尘，保障空气质量。
4．加强个体防护，作业人员应坚持佩带防尘口罩。
5．每一小班区队必需安置专员对巷道内进行全断面洒水，每一小班洒水次数不得少于2次。尤其是极易积尘地方，如风筒及风、水管上、电缆上、装载点等，必需立即进行清除。
三、防灭火方法
1．井下使用润滑油、棉纱等可燃物必需存放在盖严铁桶内，并定时专门送到地面处理，严禁将油泼洒在巷道内；
2．电器设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火；严禁未切断电源时，用水及导电体灭火。
3．因机械磨擦生热、油脂、纱布或其它原因引发火灾，利用砂子、岩粉、水管灭火；
4．应用控风技术进行风流调整，控制火势蔓延。
5．施工过程中立即清理浮尘，定时冲洗巷帮，并由瓦检员进行常常性检验。
6．机电设备电缆严禁失爆，做到“三无”，“ 四有”，“ 三齐”， “三坚持”。
第二节 顶板管理
一．作业前，施工人员应全方面检验施工地点周围10m范围内巷道支护情况，坚持常常性敲帮问顶制度，尤其是在打眼、安注锚杆过程中应立即清除危岩、排除隐患，确定安全后方可施工。
二．找顶工作必需遵守下列要求：
1.找顶工作应由两名有经验人员担任，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侧后面，并确保退路通畅。
2.找顶应从有完好支护地点开始，由外向里先顶部、后两帮依次进行，找顶范围内严禁其它人员进入。
3.找顶工作人员应戴手套，用不少于2.5m长柄工具找顶时，应预防矸石顺杆而下伤人。
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，确保安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。
5.进行找顶作业时，只许可由一人进行找顶，严禁多人同时进行找顶作业，预防相互碰撞伤人。
三．每次爆破后，由班组长首先由外向里检验顶板、支护等情况，然后方可在有效支护掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危石，最终进行正式支护。
四．锚杆托板紧贴岩面，螺帽必需紧固；锚索、锚杆盖板必需紧固，构件齐全。失锚必需补打，锚拉力必需达成设计要求。严禁截断锚索、锚杆。
五．爆破，先紧固迎头10m内锚杆螺帽。
六．严禁采取支护锚杆起吊物料或设备，确实需要时能够另打专用锚杆作为起吊物料或设备生根点。
七．锚杆必需用机械或力矩板手(施工现场应备好)拧紧，确保锚杆托盘紧贴岩壁。
八．安装托盘要和围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢。
九．巷道交岔点或地质结构带，顶板有压力时，依据现场情况可补打锚索加强支护。
第三节 过老巷、采空区安全技术方法
掘进工作面前方老巷、老空区范围不祥，可能发生冒顶事故、自然发怒、老空区积水和瓦斯有害气体超限等安全隐患，为此，必需采取方法进行防治。
一、具体方法：
1、必需坚持“先探后掘”标准。
1)、建立钻机施工台帐，在钻进过程中，统计清楚钻孔方位、倾角、机高、进尺、岩性及孔内气体情况等，确保钻孔施工资料正确性。
2）、原始统计要按要求在现场立即、具体统计，不得随意涂改，不得搞回想录式统计。
2、钻探期间有害气体检测。
1)、在钻孔期间，瓦检员除进行正常工作面巡回检验外，应每班对钻孔口瓦斯、CO等有害气体浓度随时检验，假如瓦斯、CO等其它有害气体浓度超出《煤矿安全规程》相关要求时，必需立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并立即汇报调度室和相关领导立即处理。
2）、当钻孔靠近老空时，估计可能发生瓦斯或其它有害气体涌出，应该设有瓦斯检验员或矿方带班领导在现场值班，随时检验空气成份。假如瓦斯或其它有害气体浓度超出相关要求，应该立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并汇报调度室，立即处理。
3、掘进工作面揭露老巷、采空区方法：
1）、掘进前先沿掘进方向打50m超前探放钻孔，深入验证老空区位置，探测老空区具体参数，确定无安全隐患后方可掘进。
2）、在掘进至老空区5m时，每掘进循环开始前先施工5m深超前探眼，以正确判定老空区位置和检测老空区积水、瓦斯、发怒情况，预防盲目揭开老空区造成事故。若超前探眼内存在承压积水、高浓度瓦斯和煤层自燃，必需立即停止掘进，采取方法进行处理。
4、过老巷、采空区支护方案：
1）、临时支护方法：
揭露老巷、采空区通风后由班组长、安检员、瓦检员优异入工作面检验有害气体情况，敲帮问顶后在工作面打设临时支柱，临时支柱采取直径大于18mm木支柱配合专用前探粱空顶区域进行临时支护，不得空顶作业。
2）、永久支护方法：
施工人员在临时支护下施工，首先采取锚杆支护巷道顶板，依据老巷采空区顶板稳定情况制订支护方案。
二、过老空区“一通三防”安全方法：
1、过老空区通风安全方法：
1）、供风系统：
采取原有局部通风机压入式供风，双风机双电源，风筒采取抗静电阻燃风筒，风筒口距工作面距离小于10m，揭穿老空区时依据情况随时向前延伸风筒，确保有害气体不超限。
2）、供风制度
风机由专员负责管理，确保风机连续运转，不得随意停风。因故必需停风时，必需提出停风申请，制订停风撤人及恢复通风安全方法，经企业领导同意后方可停风。恢复通风必需按制订方法排放瓦斯，严禁“一风吹”。若出现故障造成双风机均无法工作时，瓦检员必需立即撤出工作面人员，汇报调度，由当班班长负责在掘进工作面安全出口设置警戒线，严禁人员入内。
3）、风量测量
通防科负责风量测量，每十天测定一次局部通风机供风量，确保达成设计供风量，使有害气体浓度降到许可范围内。
2、过老空区防治瓦斯、防治自然发怒、防治煤尘方法：
1）、人员配置：
过老空区期间，掘进巷道必需每班配置一名专职瓦检员检验瓦斯、煤层发怒情况和煤尘情况。
2）、监测、检测仪表配置：
必需配够足够光学瓦斯判定器、多个气体检测仪、氧气浓度测定仪、一氧化碳测定仪、瓦斯断电仪和瓦斯传感器，全部使用仪器使用必需进行判定合格，并定时校验，确保仪器正确可靠。
3）、有害气体检验制度：
（1）穿老空区期间，瓦检员每班最少检验二次甲烷、二氧化碳浓度和温度，检验两次一氧化碳浓度，一次硫化氢浓度，当风量改变，出现异常气味时，必需增加检验次数。每次检验结果必需通知现场作业班长并签字认可，然后汇报调度，调度应将汇报情况记入瓦斯管理台帐。
（2）当掘进工作面和老巷、采空区贯通时，工作前必需先由瓦检员、班组长、安检员进入检验瓦斯、顶板、积水情况，无问题后方可许可其它人员进入。检验时必需从安全出口向工作面逐步向里检验，检验时应检验CH4、CO2、CO、H2S、O2、温度等参数，发觉异常立即撤出，制订对应方法，煤矿无法处理时由矿山救护队帮助进行处理。检验时3人应保持3m左右前后距离，依次向前检验，不得盲目进入。对老空区瓦斯等参数检验，人员必需站在巷道内，伸入老空区采样，不得直接进入老空区检测。
（3）停风后恢复通风时必需检验瓦斯，编制专题排放方法对积聚瓦斯进行控制排放。
（4）当气温发生较大改变时、周围巷道停风时，必需要加强瓦斯检测，预防老巷、采空区瓦斯异常涌出造成事故。
（5）对已穿过老空区封闭段，在巷道预埋检测管，每七天检测一次老空区气体情况。
4）、瓦斯异常情况汇报制度
检测人员发觉有害气体超标、有火区存在、煤尘飞扬等异常情况时，必需立即撤人，同时汇报调度室，
5）、盲巷管理制度
（1）贯通老巷、采空区后，局部通风扩散有效通风距离正前按风筒口向前10m、巷道两侧按3m确定为人员安全工作范围，之外老巷、采空区均按盲巷进行管理。应拉设警戒线，悬挂“老巷（采空区）内有瓦斯、严禁入内”警示牌，全部些人员不得进入老空区。当需要进入老空区观察时，必需制订专题方法报矿领导审批后方可进入。掘进头在进行作业时，靠近水体掘进时，作业人员必需佩戴安全带，预防意外滑入老空区盲巷内。
（2）穿过老巷、采空区应在巷道内挂牌标识，分段在其下部埋设2寸钢管并安装闸门作为放水管，预防已穿过老空区再度积水后对巷道施工形成威胁；并埋设监测管作为老空区气体检测取样管，方便于观察老空区瓦斯和发怒情况。
6）、掘进放炮瓦斯管理
（1）炮眼施工前应先施工超前探眼，若探眼和老巷、采空区贯通，则由瓦检员使用探杖测定老巷、采空区瓦斯情况，若气体承压且浓度大于3%，必需施工排放钻孔进行瓦斯卸压排放，期间必需停止工作，撤出无关人员，进行控制排放直到正常。和老空区打通炮眼和探眼，放炮前必需用炮泥全长封闭，不得作为炮眼使用。
（2）严格实施“一炮三检”制度，工作面风流中瓦斯浓度大于1%严禁装药、放炮。实施全断面一次爆破，若需扩帮放炮时，也必需严格实施“一炮三检”制度。
7）、自然发怒观察
（1）、本矿煤层存在发怒隐患，尤其当掘进工作面和老空区贯通后供氧条件发生改变，可能加速煤炭自燃。所以老巷、采空区揭开后应加强CO、CO2和风流温度检测，无异常时应立即封闭，支护穿过。
（2）若贯通后发觉老巷、采空区自燃发怒，则由矿山救护队帮助进行老巷、采空区封闭，并采取注浆方案对火区进行隔离灭火。
（3）穿过后老巷、采空区也要定时对老空区气样进行分析，监测老巷、采空区自然发怒情况。
3、安全监测系统：
1）、掘进工作面安设一套瓦斯断电仪，在工作面和后巷安设瓦斯传感器、CO传感器进行连续监测。瓦斯浓度超出1%时报警，并自动切断井筒全部电气设备供电，听到报警后，全部工作人员必需撤出井口，待处理后瓦斯浓度小于1%才能人工恢复供电。
2）风机装设风电闭锁，停风时自动切断动力电源，在工作面停风情况下全部些人员撤出井口。
3）、带班队长、班组长、安检员、电钳工及其它零碎人员下井配置便携式瓦斯报警器随时检验瓦斯。
4、通信系统
掘进工作面内设置一台直通地面调度室电话，遇有紧急情况立即汇报。
三、过老空区施工组织方法
为了确保安全过老巷、采空区，煤矿应成立过老巷、采空区安全领导小组和探放水专业队伍。
第四节 防治水
1．安装一路φ50mm排水管路并应随工作面掘进而前移，同时巷道低洼处挖临时水仓，设泵排水。
2．依据工作面周围全部是原整合矿井采空区，掘进中必需坚持“有掘必探、先探后掘”探放水标准。
3.3-3煤东翼辅运大巷和回风大巷探放水设计和安全方法另行编制。
第五节 机 电
1．使用局扇通风掘进工作面必需严格实施风电闭锁及瓦斯电闭锁，采取“三专”(即专用变压器、专用开关、专用线路)供电方法；严禁甩掉、停用井下多种电器设备保护。
2．工作面电器设备应加强日常维护和保养，杜绝失爆；爆破时要撤出爆破地点20m以外，并加以保护。
3．各机械设备必需定时按时进行注油、检验维修，以确保设备良好运行。机电设备检修时，必需严格实施停送电制度，切断电源，并挂上停电牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业及带电搬运设备。
4．井下全部电器设备必需有“MA”标志。
5．多种特殊工种应持证上岗，并严格按《操作规程》要求操作。
6．敷设电缆应遵守下列要求：
（1）.电缆吊挂必需使用电缆钩，并按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂；
（2）.巷道中悬挂电缆应有合适驰度，并能在意外受力时自由坠落；
（3）.电缆钩悬挂间距不得超出1.2m；
（4）.电缆不应悬挂在风水管上，不得遭受淋