大方县普底乡兴隆煤矿副井井底车场扩巷作业规程.docx

大方县普底乡兴隆煤矿
副斜井井底车场扩断面

作
业
规
程

编 制： 刘 余
总 工：
矿 长：
编 制 日 期： 2013年 06月 04日
执 行 日 期： 年 月 日

大方县普底乡兴隆煤矿副斜井井底车场扩巷矿审批意见

审批单位及人员签字：
生产矿长： 年 月 日
安全矿长： 年 月 日
总 工： 年 月 日
矿 长： 年 月 日
矿 法 人： 年 月 日

规 程 贯 彻 情 况
班
班
班
参加人数
参加人数
参加人数
班长：
班长：
班长：
参加人员：（签名）
参加人员：（签名）
参加人员：（签名）

安全员：
安全员：
安全员：
瓦检员：
瓦检员：
瓦检员：
贯彻人：
贯彻人：
贯彻人：
年 月 日
年 月 日
年 月 日
部门负责人

目 录
第一章 编制概况 - 5 -
第一节 概述 - 5 -
第二节 依据 - 6 -
第二章 井下位置及地质情况 - 6 -
第一节 地面和井下位置及井下邻近井巷情况 - 6 -
第二节 煤层赋存特征 - 7 -
第三节 地质构造 - 11 -
第四节 文水地质 - 11 -
第三章 巷道布置及支护说明 - 14 -
第一节 巷道布置要求 - 14 -
第二节 支护设计 - 15 -
（一）、临时支护 - 15 -
（二）、永久支护 - 16 -
第四章 施工工艺 - 18 -
第一节 施工方法 - 18 -
第二节 打眼方式 - 19 -
第三节 爆破作业 - 19 -
第四节 装载与运输 - 21 -
第五节 管线布置 - 21 -
第五章 生产系统 - 22 -
第一节 通风 - 22 -
第二节 压风系统 - 23 -
第三节 综 合 防 尘 - 23 -
第四节 防灭火及隔爆 - 24 -
第五节 安全监控系统 - 25 -
第六节 供电系统 - 26 -
第七节 排水系统 - 26 -
第八节 提升系统 - 26 -
第九节 通讯系统 - 26 -
第十节 搅拌系统 - 27 -
第六章 劳动组织与主要经济技术指标 - 27 -
第一节 劳动组织 - 27 -
第二节 循环作业 - 27 -
第七章 安全技术措施 - 30 -
第一节 打眼扩巷 - 30 -
第二节 爆破 - 33 -
第三节　　机 电 - 36 -
第四节 探 水 - 37 -
第五节 其 它 - 41 -
第八章 安全避灾路线 - 43 -

第一章 编制概况
第一节 概述
一、井筒名称。
大方县普底乡兴隆煤矿技改项目副斜井井底车场。
二、扩掘目的用途。
扩巷目的是为矿井形成30万吨/年生产能力，下山水平生产综采设备的运输，通风行人、辅助设施的提升、排矸等需要，达到存放空重列车以及车辆的调度。
三、井筒长度及服务年限。
车场扩巷长度50米，服务年限21年。
第二节 依据
一、矿井技改项目设计说明书及批准时间《大方县普底乡兴隆煤矿（变更）开采方案设计》由贵州创新矿冶工程开发有限责任公司，2012年4月编制完成，批准时间为2012年6月5日。
二、地质报告及批准时间。
《大方县普底乡兴隆煤矿资源/储量核实及勘探报告》由贵州省地质矿产勘查开发局105地质大队编制完成，批准时间2011年。
三、矿压观察资料。
从车场现状观测，围岩压力未发生变化，较稳定。
第二章 井下位置及地质情况
第一节 地面和井下位置及井下邻近井巷情况
副斜井口位于地面工业广场中部，位于井田北东部，标高1644米。副井井底车场位于风井北西，距风井30m，东南部一端与副斜井相连，扩巷段总长50米，为平车场岩石巷道。
井巷位置关系表
井巷标高
1644米
地面相对位置
山坡地带
井底车场
1580米
地面标高
1665米
掘进总长
50米
井巷用途
开拓下部井田

第二节 煤层赋存特征
一、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
区内可采煤层8层，由上往下编号为K5、K6、K7、K8、K9、K10、K11、K12，可分为中上部含煤组、中下部含煤组，其中K5、K6K7、K8煤层产龙潭组中上部，K9、K10、K11、K12煤层产于龙潭组中下部。现分别描述如下：
K5煤层厚0.85～0.95m,平均0.91m，厚度稳定。分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。
K6煤层厚0.90～1.20m，平均1.03m，。厚度稳定，分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。
K7煤层厚0.89～1.40m,平均1.00m，个别工程间夹1层0.1～0.30m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。
K8煤层厚1.80～2.40m,平均2.10m。厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。
K9煤层厚0.88～1.35m,平均1.04m,厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。
K10煤层厚0.80～0.90m，平均0.84m, 间夹1～2层0.08～0.16m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。
K11煤层厚0.85～1.22m，平均1.00m,厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。
K12煤层厚0.91～1.70m,平均1.44m，间夹2～3层0.08～0.20m夹矸，厚度稳定，分布范围内全区可采，属“稳定煤层”。
可采煤层特征见表1：
(3)煤层顶底板
K5煤层：顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为炭质粘土岩；
K6煤层：顶板岩性为粉质粘土岩，底板岩性为粉砂质粘土岩；
K7煤层：顶板岩性为粘土质粉砂岩，底板岩性为粘土质粉砂岩、粉砂岩；
K8煤层：顶板岩性为粘土质粉砂岩、粉砂岩，底板岩性为炭质粘土岩、粘土岩；
K9煤层：顶顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为炭质粘土岩；
K10煤层：顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为炭质粘土岩；
K11煤层：顶板岩性为细纱岩，底板岩性为炭质粘土岩；
K12煤层：顶板岩性为炭质粘土岩，底板岩性为凝灰质粘土岩。

表1-3-2 可采煤层特征表
煤层
最大-最小
层间距
顶板岩性
底板岩性
夹矸

可采程度
稳定
程度
可靠性
平均
最大-最小
平均
K5
0.85-0.95
0.91

炭质粘土岩
炭质粘土岩
无
全区可采
稳定
可靠
22.18-23.85
23.02
K6
0.90-1.20
1.03
粉质粘土岩
粉砂质粘土岩
0-1
全区可采
稳定
可靠
1.37-1.63
1.50
K7
0.89-1.40
1.00
粘土质粉砂岩
粘质土粉砂岩、粉砂岩
0-1
全区可采
稳定
可靠
4.24-4.83
4.54
K8
2.10-2.40
2.20
粉砂岩、粘土质粉砂岩
炭质粘土岩，粘土岩
无
全区可采
稳定
可靠
25.44-24.14
24.79
K9
0.88-1.35
1.04
炭质粘土岩
炭质粘土岩
1-2
全区可采
稳定
可靠
9.47-8.23
8.65
K10
0.80-0.90
0.84
炭质粘土岩
炭质粘土岩
1-2
全区可采
稳定
可靠
19.90-15.30
12.84
K11
0.85-1.22
1.00
细砂岩
炭质粘土岩
0-1
全区可采
稳定
可靠
9.01-5.46
6.90
K12
0.91-1.70
1.44
炭质粘土岩
凝灰质粘土岩
1-2
全区可采
稳定
可靠

第三节 地质构造
矿区位于平寨穹隆南西缘，新场向斜南东翼。勘查区内含煤地层产状走向120°，倾向210°,倾角10～15°，地表浅部局部达10—25°，向深部则变缓；无断裂构造。其构造复杂程度属“简单”类型。
区内构造简单，仅在煤矿煤系地层龙潭组中发育有少量层间剥离、层间滑动或层间小断层。其构造面通常发育在两种能干性不同的岩石分界面或煤层与其顶底板间界面附近。由于断距小，一般为0.5—3m，延深短，一般在20m以下，地表不明显，但在开采煤硐中可见及。该类小断层使煤层局部变薄、增厚或短距离错位，破坏了煤层局部的稳定性和连续性，降低了煤层顶底板岩石的强度。对煤层的水文地质、工程地质条件也产生了一定影响，对矿井开拓、开采影响不大，但在今后矿井建设和开采过程中应加强综合分析研究，以弄清其产出特征和规律、煤层上下错位方向及距离等，以便指导煤矿建设生产。
第四节 文水地质
一、井田地表水
矿区位于扬子准地台黔北台隆毕节北东向构造变形区， 平寨穹隆南西缘，新场向斜南东翼。山脉走向大致与地层走向一致，呈北西～南东向展布，产状走向120°，倾向210°,倾角10～15°，地表浅部局部达10—25°，向深部则变缓。地形最高点为香樟南东方向675m处，海拔标高1790.2m，最低点为水磨洞南，海拔标高1526m，相对高差80m，最大高差264.2m。属浅切割中山地形、侵蚀～溶蚀地貌。区内主要含水层为可溶性石灰岩，出露面积较广、厚度较大、质纯。沟谷较发育溪流深切，加之雨量丰富，地下水流迳流排泄条件良好，有利于岩溶的发育形成。本内属亚热带季风湿润气候区,年均气温11.3 o C，最高气温31.5℃，最低气温9.3℃。最热为7月，月均气温20.7oC；最冷为1月，月均气温1.6oC。年雨量较少，雨季较迟，是贵州省的少雨干旱区。年平均降雨量1180.8mm，雨汛一般4月底或5月初开始至10月中旬或下旬结束，6至9月为丰水期，占年降水量80%以上，多年雨季日平均降水量2.35mm；雨季月平均降雨日数为14日；＞50mm的暴雨日发生率0—5次/年，其中＞100mm的特大暴雨日发生率0—1次/年，最大降雨量在6、7、8三个月，且多集中在6月。10月至翌年4月为枯水期。多年平均蒸发度为705.8mm，10月至翌年4月，蒸发度＞降水量。年平均相对湿度84%。兴隆煤矿处在区域水文地质单元的补给区，属长江水系，地表水通过溪沟由北向南流入六冲河，六冲河由西向东流入乌江（见水系分布略图）。区内出露含水地层主要为岩溶裂隙含水层，其富水性纵向从北向南由弱变强，沿倾向由浅部向深部逐渐减弱。主要含水层有：二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统长兴、大隆组（P3c+d）、三叠系下统永宁镇组T1yn）。
二、井田含水层
根据地质报告的调查，二叠系中统茅口组 (P2m)石灰岩岩溶裂隙含水层二叠系中统茅口组 (P2m)石灰岩为灰、深灰色块状石灰岩、沥青质石英灰岩，含燧石结核。厚0～300m，出露于矿区北东部，呈峰丛洼地，地表多封闭洼地，大气降水入渗条件极好。共发现各类岩溶点17个，其中占全井田岩溶总数的100％（见含水岩层岩溶、泉水一览表），其发育标高多在1565-1621m之间，尤以1600m～1650m的标高最为发育。从北东向北西岩溶发育标高有逐渐降低的趋势，从层段看，位于上部居多。区内无泉水点出露。
长兴组石灰岩裂隙岩溶含水层顶部为中层状硅质灰岩、钙质粘土岩夹砂岩、泥灰岩。下部为中至厚层燧石灰岩、泥灰岩。平均厚度7—108m，呈扇形分布，出露面积约2.35km2。覆于煤层之上，距K5煤层30m左右。地表露头多呈平缓的倾向坡，在矿区南部形成地表水分水岭，出露标高一般在1710m，最高处为香樟南东方向675m处，海拔标高1790.2m，最低点为水磨洞南，海拔标高1526m，本层未发现落水洞，发现6个泉水点，标高1555-1627(其中有3个水点已干涸)总流量为0.01—0.32l/s，其中S8标高1627m，水量0.32l/s，水质类型为HCO3—Ca型水。
根据对该矿的实地调查，矿区内K8煤层现已形成了大面积的采空区，采空面积约22727m2，K9煤层+1617m标高以上已经采空,矿井目前还在开拓新系统，巷道现阶段干燥无充水现象。
前进煤矿位于矿区范围南东端边界外南东20m处，斜井开拓，由龙潭组粘土质粉砂岩中部开口，硐口标高1647.5 m，开采K8、K9、K10、K11、K12、煤层 ，硐口掘进30m左右见煤，年产煤约9万吨左右，现K8煤层已基本采空。在龙潭组运输巷道的碎屑岩中基岩裂隙较发育，共揭露3个出水点，目前矿井实测涌水量为：正常涌水量6.0m3/h，最大涌水量20.0m3/h，最小涌水量4.0m3/h，最大涌水量为平均流量的3.25倍。流量随降雨变化明显，具滞后性，据访问在该矿井建设前地表有许多泉和老窑出水，开矿后逐渐断流。随采空区面积增大及深度增加，矿井涌水量有所增加。矿井水主要来源是地面冲沟水与井下裂隙勾通，沿裂隙进入矿井，流量与大气降雨关系密切，雨季流量增大，一般在雨后5～7小时井下流水出现洪峰，枯季较小。

第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置要求
原井底车场净宽2.6m，净高2.8m，净断面6.03㎡，长50m。锚喷支护，井巷中心铺设由轨距600mm，30kg/m的钢轨。

根据设计要求，依据原有井底车场巷道中心，扩断面后毛断面为宽3.7m，高3.35m，净断面10.06㎡，10.9㎡，掘进断面半圆拱断面，锚喷巷道。
井巷内布置水沟，规格要求400mm×400mm。底板混凝土硬化。

第二节 支护设计
一、巷道断面
扩支毛断面：宽3.7m，高3.35m，断面积10.9㎡。净宽3.5m,净高3.25m，净断面积10.06㎡，挖底硬化厚200mm。
二、支护方式
（一）、临时支护
根据现有施工队伍装备和技术，临时支护采用木顶柱支护。
木料选用柱径不小于200的松木，柱腿材料长度3～3.5m。
（二）、永久支护
依据设计，采用锚喷支护。永久支护前首先清尽伞檐炭块、离层活块方可作业，永久支护采用锚网支护，锚杆长度1800mm，直径16mm。托板规格580mm×160mm，平均厚80mm；铁托垫片80mm×80mm×3mm钢板：树脂药卷直径23mm×600mm；网使用矩形金属网，每块规格为1.0m×2m。
巷道采用锚网支护，先用顶柱支撑，循环进尺为2m,一个循环内在半园顶部铺4排金属网，（网片长边顺巷道铺设）再打8根锚杆。排间距1000mm，金属网搭接100mm，用铁丝隔空拧紧。两邦采用锚喷支护，每邦各铺3排金属网，每邦打三排锚杆，锚杆排间距900mm，锚杆间距平均为800mm。永久支护距工作面最大控顶距2-3m。若遇有煤质松软、断层等破碎带时，需密集钢棚支护。巷道每10M打一个锚索，锚索长度7.2m，直径18mm。外露长度10-30mm，。最后用喷浆支护，喷浆厚度不得小于100mm；喷射混凝土强度等级为C30，配合比见下表：
原材料名称
水泥
石子
砂
水
规格、型号
p.o 42.5
5-10mm
中粗
中性
比 例
50kg
94kg
94kg
21kg
3、锚杆安装工艺
1）打眼使用15D（A）型煤电钻按规定眼位打眼，2m长麻花钻杆，管径40mm，打眼深1600mm。
（2）煤电钻打好眼后，将一卷树脂药卷用锚杆一块顶入钻孔深部。锚杆底端扣上专用连接帽，抬起煤电钻将钻筒和连接帽连接，启动电钻搅拌树脂药卷20秒，等凝固后再取下钻机。凝固3分钟后将托板、托套套入锚杆，用单垫单帽拧紧。
三、质量要求
1、严格按中线和排间距布置锚杆。
2、锚杆和煤层层面（或底板面）夹角不小于75度。
3、单垫双帽外露长度10-30mm。

第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、探水作业
根据有掘必探、先探后掘原则，在掘进前先进行钻探作业。本矿现有ZYJ-380/210型液压架柱式回转钻机，配套辅助泵为BE15/10-73/18-ZY型液压泵站，电机功率15KW。每节钻杆长1m，共100根钻杆，直径40mm，钻距80-100m。
按照本矿《探放水设计》规划，本巷掘进布置上下夹角为10度的二个钻眼。两眼一个上仰，一个下倾，一次钻探距离80m探水距超前工作面不小于30m，即每探80m掘进50m。
在工作面煤壁前按设计定好方位，安置好钻机，挖好排水沟，设置电话，探放水技术人员指挥探水作业。达到80m后，停止钻探，暂时将探水设备存放到巷道宽敞处进行掘进作业。在钻探中，如钻孔探到水源，孔中水量猛增不得拔出钻杆。停止钻探，立即汇报调度室等待矿技术负责人现场测算，制定防排水方案。
二、掘进施工
施工采用全断面一次爆破成巷，每班一掘一支，顺序作业。
副斜井井底车场落平点，开口方位角322041′22″度。巷道总长50米，巷道坡度3‰，断面为半园拱形断面，净高3.25米，净宽3.5米，巷邦留有静压洒水管挂钩。打眼采用7655型风钻，直径42mm ，L2.5m，中空六角钢钎钻眼，然后装药放炮，再对不够标准的部分用镐处理。
第二节 打眼方式
一、打眼机具
打眼工具采用7655型风钻， 直径为42mm ，L2.5m，中空六角钢钎钻眼，然后装药放炮，再对不够标准的部分用镐处理。
二、打眼
打眼之前，班组长通知耙机司机闭锁开关，由安全组长对工作面进行敲邦问顶，检查支护完好情况，在无空顶情况下方可开钻。开钻之前，打眼工必须依照爆破图表眼位相距离，标定各眼位置。按照眼位开始打眼，打眼顺序为辅助眼、水沟眼，周边眼。
三、降尘
放炮采用水炮泥，静压水管接到工作面，放炮喷雾，炮前炮后洒水，出煤过程开放水幕降尘。
第三节 爆破作业
一、爆破器材
爆破使用矿用二级硝铵炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。
二、装药
打眼结束后，将电钻、电缆、瓦斯传感器等其它工具、材料全部撤出工作面20米以外地段，方可进行装药。装药地点必须顶板完好，支架完整避开电气设备和金属导体的地方。引药数量和炮眼数相符，装药采用正向装药，不得装错雷管段数不得弄断雷管脚线，有水要使用防水套。
装药顺序为先装炸药再装引药，药卷一卷一卷轻轻推入。炮土充填方法为先充填20cm粘土再装两袋水炮泥，后用黄土将眼口封紧，封泥与水炮泥总长度1.2m。
三、起爆方式
爆破采用串联断面分次打眼，分次起爆
炮眼序号
炮眼
名称
眼深（m）
角度（°）
装药量(g)
起爆顺序
装药结构
连线方式
水平
垂直
每孔
总量
1-13
辅助眼
2．5
80
80
400
5200
Ⅰ
正
向
装
药
串
联
14-30
周边眼
2．5
0
0
400
6800
ⅡⅠ

第四节 装载与运输
一、装载运输机具
井下矸石人工装矿车装运。
第二、运输方式
副井提矸采用JTP-1.6×1.2型提升绞车，配套电机95kw。钢丝绳直径20mm，1吨矿车运输。一次只提一辆矿车。
地面车场有翻转式阻车器，斜井口有槽钢阻车架。斜井10m处有道轨横栏阻车器。
第五节 管线布置
在巷道中所有敷设电缆、静压水管等均应按规定位置要求吊挂整齐。电缆钩每3米一个，电缆垂度不超50mm。水管接口严实，不得漏水。水管距工作面20米范围使用一寸软管，20米外使用二寸钢管，随工作面推进延长。
第六节 设备及工具配备表
序号
名 称
型 号
单位
数量
备 注
1
气腿凿岩机
7655
台
3

2
提升绞车
JT-1.2
台
1

3
中空六角钻杆
2.5M
根
20

4
电 话
KTH13
台
1

5
混凝土搅拌机
JZC-350
台
1

6
照明信号综保
ZXZ-4
台
1

7
压风管
1寸
米
250

8
真空开关
BQD-80Z
台
1

9
锹

张
6

10
镐

把
6

11
锤

把
2

第五章 生产系统
第一节 通风
副井在扩支过程中采用全风压通风，副井进风量正常情况下720立方米/分，足以满足人员和炮后排除炮烟需要。
一、掘进工作面风量计算
　1、按工作面每人每分钟4立方米计算：Q＝4N＝4×14＝56m3/min
　 工作面定员7人，交接班时为14人。
2、按瓦斯涌出量计算：Q＝100qk＝100×0.61×1.3＝79.5 m3/min（0.61为上年度掘进面瓦斯绝对涌出量）
3、按工作面同时起爆最大药量计算：
Q=25×6.8=170m3/min
二、掘进工作面风量验算
　　1、按最低风速验算：
　 Q≥0.15m/s×60×17.5m2＝157.5 m3/min
2、按最高风速验算
Q≤4m/s×60×17.5m2＝4200m3/min
通过以上计算，工作面需风量不小于170 m3/min,全风压供风量为720 m3/min满足要求。
第二节 压风系统
地面压风机房位于副井井口北东侧30m处，型号LG-10/7，输送气压0.7MPa，电机功率55kw。供风管路为直径80mm无缝钢管与1寸压风软管路，输送到掘进作业面。
第三节 综 合 防 尘
防尘水源来自地面200m3静压水池，主井、副井、风井、主运输大巷铺设4寸洒水钢管。本施工巷铺设4寸洒水钢管，每隔20m设置一个喷雾水幕装置。工作面10-20米用橡胶软管洒水。
具体防尘措施如下：
1、工作面必须使用水炮泥。
2、煤、转载点附近设喷雾洒水装置，出煤前要进行喷雾洒水。各转载点运煤洒水。
3、水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90%。
4、定期冲洗巷道，防止煤尘堆集，每周不少于2次。
5、对产生煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。
6、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。

第四节 防灭火及隔爆
一、防灭火措施
工作面防火水源来自地面200m3静压水池，利用防尘水管作为防灭火水源。具体防灭火措施如下：
1、巷内浮煤要定期冲洗和清扫。
2、井下使用易燃物(如棉纱、润滑油、纸等)必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内。
3、严禁明火作业和电器失爆。
4、用静压水管作为消防水管。
5、灭井下火灾时必须严格按照«煤矿安全规程»第二百四十四条执行。
6、若电器设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。
7、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
二、隔爆措施
当巷道深度达到40m时，必须安装隔爆水袋。隔爆水袋数量为40个。隔爆水袋必须吊挂在专门的棚架上，高度一致，直线布置。水袋吊挂必须使用专门的水袋挂钩，挂钩相向布置钩尖，不能用铁丝捆绑代替。水袋与巷壁支架、顶板之间距离不得小于0.1m，水袋底部至巷道底部不小于1.8m。
第五节 安全监控系统
一、监控系统
矿井监控主机为KJ90RB系统。井下监控分站设于10901采区机电硐室里，经分站引至工作面甲烷传感器一台。传感器及线路敷设符合下列要求：
1、传感器应垂直悬挂在顶板完好的地方，距顶板不大于0.3m，距巷壁不小于0.2m。位置在距工作面5m处。
2、监控电缆铺设在动力电缆上方0.1m处。
3、瓦斯传感器的断电浓度及范围：工作面瓦斯传感器的断电浓度为CH4≧ 1.0%，断电范围是掘进工作面巷道中全部电器设备。
4、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度：当瓦斯浓度降低到1.0%以下时，方可为断电设备复电；局部通风机因故停转，恢复通风时必须按照«煤矿安全规程»第一百四十一条规定执行。
二、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、跟班矿长、技术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1.0%)，必须进行处理。
2、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作并进行处理。
第六节 供电系统
工作面电源来自井底变电所KBSG-350/660变压器，经50mm2电缆引至工作面，电缆电压660V，供喷浆机、潜水泵用电。
工作面供电设施如下：
1、馈电KBZ9-400一台。
2、闭合开关250A一台。
3、QBZ-120两台，ZBZ-4.0/660综保一台
4、电缆选用 MY-3×50+1×16 200米
第七节 排水系统
巷道涌水自流到车场水仓中，水泵使用MD46-30×4型多级离心泵。铺设排水管两趟趟选用φ108×4.5的无缝钢管，内径为100mm，每趟排水管路长330m。，将水排出地面。
第八节 提升系统
为现有的副井口提升设备，电机、绞车、等。
井下矸石用人工将矸石装入矿车装运,然后提升到地面卸车,再运到排矸场。
第九节 通讯系统
本工作面在刮板输送机机头处安装一部防爆电话，便于井上井下联系，防爆电话距工作面不超过20m。带式输送机机头处安装声光电铃和防爆电话，以便联系。
第十节 搅拌系统
在主斜井井底车场附近设混凝土搅拌站，2台PZ-5B型混凝土
喷射机，搅拌好混合料,然后进行喷射。
第六章 劳动组织与主要经济技术指标
第一节 劳动组织
生产采用“三八”制作业方式，每班一循环，循环进度2米。全队在册人数21人。
劳动组织见下表
工 种
班 次
编 制
早班
中班
夜班
安全员
1
1
1
3
瓦检员
1
1
1
3
组长
1
1
1
3
打眼爆破
2
2
2
6
综合作业
2
2
2
6
合 计
7
7
7
21
第二节 循环作业
为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

附：正规循环作业图
第三节 主要经济技术指标
序号
指 标
单 位
数量
备 注
1
巷道断面（毛）
平方米
10.9

2
循环眼数
个
30

3
循环进度
米/循环
2

4
班循环数
次/班
1

5
班进度
米/班
2

6
日进度
米/日
4

8
工效
米/工
0.33

9
雷管消耗
发/米
15

10
炸药消耗
Kg/米
6

11
锚杆消耗
根/米
12

12
进度
米/日
4

13
在册人数
人
21

1、各班组长认真组织学习，严格执行交接班制度。
2、每班入井前。由班组长主持班前会，根据上一班汇报情况，安排下一班作业任务。
3、进入作业地点，必须与上一班岗交岗，口对口交接，交不清楚不能走。
4、交接班人员必须将当班安全情况，设备运行情况，材料配件消耗供需情况，遗留工作，存在问题及接班后注意事项交待清楚。

第七章 安全技术措施
第一节 打眼扩巷
（1）、扩巷要从地面向井下进行，并布置专用的可移动的电铃打点信号装置。
（2）、扩巷要超前砌碹的长度不大于3米。
（3扩巷后必须设置临时支护。在基岩段临时支护也可用锚杆支护，间排距为1.2*1.2米。在顶板破碎带，要铺设金属网，并适当缩小锚杆间排距和空顶距。但在表土段，临时支护要根据实际情况采用棚式支护或其它特殊支护。
（4）、临时支护最大空顶距不大于2米，最小空顶距不大于0.3米。
（5）、在扩巷前，要由外向里依次检查巷道的永久支护、临时支护及安全设施，发现安全隐患及时进行处理。
（6）、打眼前，要严格执行敲帮问顶制度，敲净顶帮的活矸、危岩。敲顶时要用长柄工具，人员要站在安全的地点，并有专人监护，同时要观察好退路，保证退路畅通无阻。
（7）、打眼前，要根据工序要求认真检查各种工具、材料，保证质量可靠，数量满足要求。
（8）、打眼前，认真检查各种风、水管路连接是否牢固，风、水压是否合适。
（9）、打眼前，校正中腰线，按设计巷道断面图的要求确定出眼位，并作标记。
（10）、打眼前，检查钻杆和钻头的质量及连接是否牢固。
（11）、打眼前，要进行试运转。凿岩工将凿岩机扶稳，打眼工将钻杆安装到凿岩机上，并扣好卡钎器，然后试运转。试机时先开水，后开风，观察风钻、钻杆运转是否正常，注水孔是否畅通。
（12）、点眼，凿岩工扶稳凿岩机，点眼工在一侧拖住钻杆，两人配合使凿岩机对好眼位，然后凿岩工小开风阀门，轻顶凿岩机，待钻进20mm并使钻杆不在移位后，点眼工立即躲开，以防断杆伤人。点眼前应在眼位上用风镐刨出眼窝。
（13）、打眼，凿岩工调整好凿岩机的角度，待钻杆钻进50mm后，进行全风压钻进，给水要均匀适当。操作凿岩机时要站在钻机一侧，手扶钻机两腿前后错开，不准骑在气腿上，以防断杆伤人。打眼时人员不准站在钻机前方。
（14）、打眼时，凿岩机、钻杆与钻眼的方向要一致，推力要均匀。以防断杆、夹杆或掉钻头。当钻进速度减慢，如因水平推力过小，应停止钻进，调整钻腿位置，加大水平推力再继续钻进。
（15）、在钻眼过程中，如突然停风时应将钻杆拔出，以免无风支腿下落，凿岩机将钻杆压弯变形。如突然停水，应立即停止钻进，查明原因进行处理，待正常供水后再进行钻进。
（16）、打眼时由1-2人操作一台凿岩机。
（17）、当眼位过高时，必须搭设工作平台，不准将气腿蹬在支架上打眼。
（18）、钻眼应与岩石的层理、节理方向成一定夹角，尽量避开沿岩层层理方向打眼。
（19）、无论任何情况下都严禁边钻眼边装药。
（20）、钻完一个眼或更换钻杆时要先关风后关水。
（21）、钻眼后必须用吹眼器将岩粉吹净，吹眼时操作人员应位于炮眼的一侧，面部背向眼孔，其他人员要离开迎头，以防吹出的杂物喷出伤人。
（22）、钻眼过程中，应定时向注油器注油，保证风钻润滑良好。
（23）、防止断杆伤人的方法：
A、熟练操作，精力要集中，保持钻架稳定使钻杆平直前进。钻杆不得左右摇摆，钻架起落要稳。
B、在岩石坚硬、裂隙发育时，应采用“十字型”钻头，防止钻头被夹，造成断杆。
C、不得使用高碳量材料的钻杆。
（24）、拔钻杆的方法：
A、先将气腿下端稍向后移，然后用双手拉住风钻手把向后退，这时风钻不停，借助钻杆旋转力将钻杆拔出。
B、用以上方法拔不出来时，可以将气腿向前移到钻杆下面，利用气腿相反的顶力将钻杆拔出。
C、用以上两种方法仍拔不出来时，可将钻杆从风钻上拆下，用双手或专用工具来回推拉转动钻杆，把钻杆拔出来。

第二节 爆破
（1）、爆破后剩余的爆炸材料必须当天退回爆炸材料库，严禁在工作面存放和销毁。
（2）、严禁使用变质失效的爆炸物品。
（3）、爆破要按安全规程第315条、316条、318条、320条、324条、325条、326条、327条、328条、329条、331条、333条、334条、336条、337条、338条、339条、340条、341条、342条的有关规定执行。
（4）、副斜井井底车场掘进，是岩巷爆破，最小抵抗线不小于0.3米。如小于0.3米，要用风镐或洋镐将断面刷大。
（5）、当炮眼深度小于0.6米时，必须执行以下要求：
A、每孔装药量不得超过200g；
B、炮眼必须封满炮泥。
C、爆破前应检查并加固爆破地点附近的支护。
D、爆破时，必须在通过爆破地点的各个通道上设好警戒，并有值班班长在现场指挥。警戒员由班长派责任心强的工人担任。
E、爆破前必须将设备、电缆用废旧皮带等加以保护，保护范围为爆破地点前后各5米。
6、爆破工作必须由持有爆破合格证的专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检制度”和“三人连锁爆破制度”。
7、工作面采用毫秒爆破，总延期时间不得超过130ms，应全断面一次起爆。
8、爆破员必须把炸药、电雷管分别存放在专用爆炸材料箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆炸材料箱必须存放在顶板完好、支架完整且避开机械、电器设备的地点，爆破时，必须将爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
9、炮前炮后要洒水灭尘。由跟班矿长负责实施，安全员、瓦检员监督。
10、每个炮眼内都必须装水泡泥，炮土封泥长度及装配方法必须严格按爆破说明书执行。封泥不足，严禁放炮。
11、关于装药、爆破等工作必须严格按照«煤矿安全规程»第三百一十五条至第三百四十三条规定执行。
12、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破。
①采掘工作面的空顶距离不符合作业规程规定，或者支柱有损坏。
②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。
③在爆破地点20m以内有未清除的浮煤，或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。
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。
⑤工作面风量不足。
⑥有透水预兆。
13、爆破前，班组长必须亲自布置专人在所有通往爆破地点道路上且距爆破地点100m以外的安全地点进行警戒，警戒线处应设置警标、栏杆或拉绳。放炮距离不小于80m。
14、爆破员必须最后离开工作面，并必须在安全警戒线以外的安全地点起爆。
15爆破前，脚线连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破员进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破员一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达起爆命令。爆破员接到命令后，必须先发出爆破信号，至少等5s方可起爆。
16、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，跟班矿长、爆破员、瓦斯员和班组长必须首先巡视爆破地点，进行全面检查，如有危险情况，必须立即处理。
17、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破员必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的雷管。
18、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。
19、爆破员要严格执行火工品的领腿制度，剩余的火工品要交回火药库。
20、严禁放明炮、糊炮。

第三节　　机 电　
　　1、井下供电要做到“三无”　、“四有”　、“两齐”　、“三全”、“三坚持”。
　 2、井下设备严禁带电检修和搬运设备（包括电缆电线）。
　　3、机电设备检修一律进行断电、验电、放电工作，把开关手把打到零位并闭锁，挂上“有人工作，不准送电”牌，且有专人看管。执行谁停电谁送电，不得用电话联系停、送电制度。
　　4、所有开关必须上架。
　　5、电缆吊挂点距离不得超过2