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1、 第一章 概况第一节 概述 1101运输石门位于副平硐与+1127石门交叉点向里30m处，石门为全岩巷道，设计石门长约40m。（附巷道布置平面图）。本掘进工作面主要用于矿井+1038m水平掘进和一采区西翼采煤工作面的回风、+1038m水平采掘工作面的瓦斯抽放管路的铺设等。第二节 编制依据一、2010年版煤矿安全规程二、中华人民共和国矿山安全法三、巷道掘进地质说明书四、桐梓县鑫鑫矿业有限公司鑫鑫煤矿整合开采方案设计及巷道施工设计五、各工种操作规程六、鑫鑫煤矿各工种岗位责任制、安全管理制度第二章 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、巷道相应的地面为岩石山体，地形地貌起
2、伏变化大，标高在950m1466.5m之间。区域内地表无河流、湖泊等水体，无居民住宅和其它建、构筑物等。二、本巷道开口位置布设在回风上山+1038m水平，沿K1煤层底板茅口岩层开掘石门揭穿K1煤层和K3煤层，并与+1038m运输石门贯通形成回风系统。据调查井田内该区域水平K1和K3煤层均无开采纪录。在该巷东侧相距148m处平行布置有+1038m运输石门；西侧无巷道布置；在该巷东侧斜下方布置有一区回风上山，上山坡度为20；上方无巷道布置。各相邻巷道对工作面施工均无影响。 三、揭穿石门：K1煤层为高瓦斯煤层，K3煤层属高突煤层，二煤层瓦斯涌出量都高，在石门揭露煤层时如果不制定和采取严格防突措施，会
3、造成揭煤时大量煤与瓦斯突然涌入施工巷道，将造成煤与瓦斯突出事故。井上下关系对照表水平、采区一采区工程名称1101运输石门地面标高950m1466.5m井下标高+1127m地面的相对位置建筑物、小井及其他无井下相对位置对掘进巷道的影响无邻近采掘情况对掘进巷道的影响无因大气降水、裂隙渗水及溶洞等地质影响，势必造成积存大量老空水。施工中若未采取有效的探放水措施，掘进工作面误穿老空积水区，空水突然涌入施工巷道，将会造成透水事故。本区域煤层不具有自燃且该巷为全岩掘进，一般在无外源火的情况下不会发生火灾事故。第二节 煤（岩）层赋存特征 一、地质构造矿区位于乐坪背斜中部东翼，为一向东倾斜的单斜地层，地层总体
4、倾向125左右，倾角20左右。煤层底板大致沿走向微微隆起，区内未见大的断裂和褶皱，局部存在小的构造，地质构造较简单。1、地层特征本矿龙潭煤系为海陆交互相沉积，厚度变化不大，总厚约定110m，由灰、深灰、灰黑色薄中厚层粘土岩砂岩夹硅质岩、灰岩、菱铁矿及煤层组成，底部常有高岭土及黄铁矿（含黄铁矿粘土岩）。龙潭煤系含煤性较好，含煤3层，由下至上编为K1、K2、K3煤层，含可采煤层2层，即K1、K3煤层。2、 煤质煤质物理特征：矿区内煤层为黑色，少量灰黑色、钢灰色，柱状、块状、粉粒状为主，少量碎块、碎粒状，似金属光泽及玻璃光泽，中细条带结构，棱角状断口，部分为平坦状或参差状。坚硬、性脆。3、煤层顶、底
5、板岩性（1）、K1煤层位于龙潭组，出露于龙坪煤矿，上距长兴组灰岩85m左右。下距茅口组灰岩约20m，煤层稳定，呈层状产出，厚度0.67m0.73m，平均0.7m，一般无夹矸，煤层结构简单，为全区可采煤层，直接顶板一般为粘土岩，时有褐色粘土岩为伪顶，厚度不稳定，老顶为灰岩；底板一般为灰色粘土岩，含铝土质及炭化植物碎屑见菱铁矿、黄铁结核，有时夹煤线。（2）K3煤层位于龙潭组，出露于龙坪煤矿，上距长兴组灰岩70m左右，下距茅口组灰岩约35m，煤层稳定，呈层状产出厚度1.702.2，平均厚度1.95，一般无不借矸，煤层结构简单，煤层厚度移定，为全区可采煤层。直接顶板一般为粘土岩，时有褐色粘土岩为伪顶，
6、厚度不稳定，老顶为灰岩；底板一般为浅灰色粘土岩，含铝土质及炭化植物碎屑见菱铁矿、黄铁结核，有时夹煤线。煤层特征见表煤层名称煤层厚度(m)最小最大煤层平均(m)煤层结构煤层倾角（）煤层间距（m）顶底板顶板底板K10.670.730.7稳定2015泥岩、灰岩粘土岩、泥岩K31.72.21.95稳定20泥岩粘土岩、泥岩4、瓦斯、煤尘、煤的自燃及煤与瓦斯突出危险性（1）瓦斯根据2010年度K3煤层瓦斯鉴定结果矿井绝对瓦斯涌出量4.78m3/min,二氧化碳绝对涌出量1.41m3/min；相对瓦斯涌出量29.78m3/min。（2）煤尘爆炸性根据2011年9月份提取煤样到中煤科工集团重庆研究院进行的煤尘
7、爆炸性鉴定结果：K1煤层煤尘爆炸性指数为19.00%，检验结论有煤尘爆炸性；K3煤层煤尘爆炸性指数为12.91%，用煤尘爆炸性。（3）煤的自燃倾向性根据2011年9月份提取煤样到中煤科工集团重庆研究院进行的煤自燃倾向性鉴定结果：K1煤自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层；K3煤自燃倾向性等级为类，属不易自燃煤层。（4）煤与瓦斯突出危险性根据地质报告及相邻矿井同煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，K1煤层为高瓦斯煤层，无煤与瓦斯突出危险性；K3煤层有突出危险性。5、地层综合柱状图 6、工程围岩及顶底板分类 本区煤系地层中发育有北东、北西及近南北向节理及层面（层理）4组结构面，其走向、倾向延展有限，结构
8、面发育密度一般14条/m，结合力差，常形成板状结构体，岩体完整性较差。在地下水的渗透软化作用下易产生硐室顶板冒落、坍塌。 可采煤层倾角1225，属于缓倾煤层。煤层顶、底板岩性主要为粘土岩、砂质粘土岩、细砂岩等。煤层直接顶、底板均为簿中厚层粘土岩，均为软质岩组，遇水易软化。此外，顶、底板岩层中发育有多组裂隙，岩体结合力差，岩层稳固性差。工程地质重要条件为中等偏复杂类型。二、水文地质 鑫鑫矿业位于乐坪背斜中部东翼，总体构造较简单，为一向东倾斜的单斜地层。属长江流域綦江水系。矿区外南部有地表径流，鑫鑫矿业在部分煤层位于最最 低侵蚀基准面以上，本矿井开采的最低标高+900m，根据本矿水文地质报告“据调
9、查，矿区最低侵蚀基准面为南部河流河谷，开采煤层矿区南部河对矿井造成影响不大”。 1、地下水类型及含水性 根据矿区及附近出露地层、含水介质及地下水动力特征，区内地下水可分为孔隙水、基岩裂隙水、岩溶裂隙水三种类型。 （1）第四系孔隙水补给源为大气降水，就近排泄于溪沟中。对矿井影响不大。（2）岩溶裂隙水：有茅口组岩溶含水岩组、长兴组岩溶含水岩组、下三叠统夜郎组第二段岩溶含水岩组。其中茅口组岩溶含水岩组厚度大于100m，发育有大小不等的溶洞及溶蚀裂隙，富水性强。对矿井的底板充水影响较大。（3）基岩裂隙水：有龙潭组裂隙水、夜郎组沙堡湾段裂隙水、夜郎组九级滩段裂隙水等，其富水性都较弱。2、地下水补给、径流
10、、排泄条件（1）、大气降水是本区岩溶水的主要补给来源。由于碳酸盐名山大川分布多为斜坡地带，总体上接受降水的补给条件差，但在局部地段，地形封闭好，易于接受大气降水的补给。区内岩溶较为发育。溪沟水等地表水体通过碳酸盐岩之中的溶浊裂隙、溶洞、落水洞等对地下水进行补给.受地形裂隙地层等因素的控制，区内岩溶水总体由分水岭地带向地势低洼处径流。区内地下水以泉及矿井水的形式进行排泄。（2）、大气降水也是本区碎屑岩裂隙水的主要补给来源。由于碎屑岩分布地区多为斜坡地带，且岩层裂隙密度小，张开性差，其接受降水的补给条件差区内的碎屑岩裂隙水主要赋存在风化裂隙带之中，向深部富水性减弱，其径流趋势主要决定地势的高低，在
11、重力作用下，由高处向低处径流。区内的碎屑裂隙水在风化裂隙带被地形切割之处，以泉、矿井水的方式进行排泄。（3）孔隙水在松散堆积物中下渗，无明显的排泄点。3、含、隔水层岩组特征及对矿床充水的影响（1）龙潭组含水岩组：分布于矿区西部，厚约110m，为本区含煤岩系，主要岩性为灰色薄-中厚层粘土岩、砂岩夹灰岩、煤层等，为煤系地层，本区含K1、K3号煤层。其中K3号煤层上距长兴组成底板约85m，K1号煤下距茅口组顶板约20m。富水性差，为弱含水岩组，主要起隔水作用。本身所含裂隙水，对矿井充水影响不大。（2）茅口组含水岩组：岩性以厚层块状灰岩为主，其溶洞、地下暗河发育，含裂隙溶洞水，在区域内出露厚度大于10
12、0m，地下水受大气降水及地表水的补给 富水性强。该岩组中裂隙发育，多为泥质充填，在水流作用下，易成为开采矿井充水通道。该岩组上距K1号煤层底板约20m，其间为黄铁矿粘土岩，岩层厚度变化幅度大，采K1号煤层到最低开拓水平900m，其含岩溶水可能通过底板鼓胀所产生的裂隙进入矿井之中，甚至在薄弱地段产生突水现象。综上所述，开采各煤层时，均可能发生矿井顶板充水，尤其是开采K3号煤层时，发生矿井顶板充水的可能性最大；开采K1号煤层时，发生底板突水的可能性较大。4、因矿井为原石湾煤矿、龙坪煤矿、南源煤矿、许家坪煤矿等四家煤矿整合形成，有关开采资料散失；且本地小煤窑发展悠久，以开采K3为主，遍布在煤层的露头
13、地带，大多是自采自用。一般开采以斜井煤层倾向掘进长度为30200m，再沿走向开采100300m，垂深一般不超过100m，大部分巷道积水其开采状况都没有记载。老窑所在处易受井下开采的影响，故可能对矿井充水和施工安全产生影响较大。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置1038回风石门设计长约60m，回风石门穿K1煤层底板茅口岩层掘进，开口水平标高+1038m，巷道坡度4，走向方位角32630。第二节 支护设计该工程服务时间约5年，服务时间长，石门设计采用喷浆支护，净断面10.54m2(见附图），石门揭煤前30m设计巷道采用U型钢支架支护，设计净断面10.54m2。第三节 支护工艺要求 一、石门
14、巷道断面主要参数按巷道设计断面执行。 二、茅口岩层巷道喷浆厚度50mm。 三、采用U 型支架支护时，顶帮应锚网护顶；锚网之间必须搭接100mm，并用铁丝扭结。四、U型支架必须站正背牢，严禁前倾后仰。遇有冒顶片帮严重部位，应采取壁后充填荆芭将片帮部位捂严，并进行喷浆封闭。五、巷道内管线必须按规定吊挂。六、严格按给定的中（腰）线施工。每班施工前，当班班长必须检查中（腰）线，并将中（腰）线延伸至工作面确定的当班的施工中（腰）线位置。七、水沟规格宽300mm深300mm，水沟必须随工作面一起延伸。八、轨道铺设轨枕间距中中1000mm，各种扣件齐全。九、工作面最大空顶距不得超过1m。第四节 质量标准要求
15、项目设计值（mm)允许值（mm)巷道净宽中左21000+150中右21000+150全宽42000+250巷道净高中拱1400-30+150拱/41200-30+150腰下1400-30+150全高2800-30+200水沟宽度300-30+150水沟深度300-30+150第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工方法：采用普通钻爆法放炮掘进。二、巷道开工工作方法：1、现场交接班，进行安全检查。2、延伸中、腰线至工作面，标定施工中（腰）线控制巷道方向和坡度；3、架钻打眼，检查加固工作面10m范围内支架，进行岩眼装药爆破；石门揭穿煤层时必须采用一次性全断面爆破。4、检查处理工作面活矸，架钻打设顶
16、部岩眼；5、出矸，进行底部岩眼的打设；6、检查各项技术指标，架棚、清理浮矸、水沟。7、喷浆、延长管线，工作完成。 第二节 凿岩方式一、凿岩方式：采用风钻打眼 二、施工工艺流程：安全检查 打岩眼 装药联线爆 安全检查 临时控顶 打顶部岩眼 出矸 安全检查 打底部岩眼 架棚 清矸 喷浆、管线、轨道延伸 三、工作面采用一次性打眼、装药全断面爆破，耙斗装岩机装岩，1吨矿车运输的方法施工。第三节 爆破作业 一、爆破条件：指标名称单位参数备注巷道掘进断面m212.3巷道净断面m210.54顶底板岩性灰岩/泥岩、灰岩瓦斯等级高瓦斯通风方式压入式掏槽方式楔形炸药种类三号煤矿许用炸药雷管型号毫秒瞬发雷管二、爆破
17、说明书1、炮眼布置见附图2、1038石门炮眼装填表炮眼名称眼数单孔深度(m)眼号装药量（kg)起爆顺序装药结构联线方式单孔合计掏槽眼82180.97.2正向装药一次串联启爆辅助眼211.89290.612.6周边眼171.830460.610.2水沟眼11.8470.60.6合计4730.6 三、爆破效果指标名称单位参数指标名称单位参数炮眼利用率%90每米炸药消耗Kg/m19.1循环进尺m1.6每米雷管消耗发/m29.4循环实体煤m30炮眼密度个/m23.82循环实体岩m319.68班循环数个0.8循环雷管消耗发47每天进尺m4.8循环炸药消耗Kg30.6月循环数/月进尺个/m62.5/100
18、 第四节 装载与运输 一、工作面采用全断面一次性爆破，耙斗装岩机装矸，1吨矿车运输的方法施工。平巷采用人工推车，斜巷采用1m绞车下放，+990运输大巷采用矿用防爆特殊型蓄电池电机车运输。 二、空车、材料车和重车车辆运输路线 空车、材料车运输路线： 矸石场 电瓶车运输 +990运输大巷 轨道上山下部车场 1m绞车提升 1038车场 人工推车 工作面 重车运输路线： 重车 人工推车 1038车场 1m绞车下放 轨道上山下部车场 +990运输大巷 电瓶车运输 矸石场 三、运输机械设备名称型 号数 量2台充电室位置主平硐口额定运载量7吨制动方式盘式 第五节 管线及轨道敷设 一、管线吊挂 1、风筒悬挂于
19、巷道左帮，沿底板上1800mm打眼装上木桩然后固定铁丝，风筒吊挂在铁丝上，风筒末端距工作面不大于5m； 2、风管、水管悬挂于巷道右帮，风管在上水管在下，风、水管之间保持0.3m，水管离巷道底板保持0.3m，固定风、水管距工作面不大于30m； 3、电话线、瓦斯监控线等悬挂于巷道右帮电缆钩上，距底板不少于1.6m；电话距工作面不大于30m，瓦斯监控按规定悬挂； 4、巷道内各种管线吊挂眼间距均为3m。 二、该工作面敷设轨道型号为15kg道，轨距600mm，轨枕间距中中1000mm，轨道的铺设质量应符合下列要求： 1、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差不得大于
20、2mm。 2、直线段2条钢轨顶面的高低差，以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差，都不得大于5mm。 3、直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm，下偏差为-2mm。 4、在曲线段内应设置轨距拉杆。 5、轨枕的规格及数量应符合标准要求，间距偏差不得超过50mm。道碴的粒度及铺设厚度应符合标准要求，轨枕下应捣实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。 6、同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号，不得低于线路的钢轨型号。 7、矿井轨道使用期间应加强维护，定期检修。 第五章 生产系统第一节 通风一、该工作采用两台（一用一备）局部通风机压入式供风，通风机安装在1038车场一侧，风
21、机型号FBD7.1型，风机功率2 30kw，电机型号YBF2-200L1-2，风量200620m3/min，风压9005800pa。选用抗静电阻燃反压边风筒，风筒直径800mm。工作面供风量为300m3/min。二、局部通风机供电由井下中央变电所风机专用变压器出线，经专用开关和线路接入风机启动开关。风机必须具有自动倒台功能，当一台风机停转时另一台风机能够自动启动。向工作面供电必须实现风电、瓦斯电闭锁，当风机停转或工作面瓦斯超过设定值时，必须能自动切断向工作面的供风。 三、掘进工作面风量计算 1、按瓦斯涌出量计算 Q=100qk=1000.861.8 =154.8m3min式中Q掘进工作面实际需
22、要风量，m3min； 100单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值；q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3min； k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比）。通常，机掘工作面k=1.5 2；炮掘工作面志=1.82.0。 2、按工作人员数量计算。Q=4N=415=60m3/min式中Q掘进工作面实际需要风量，m3min； 4每人每分钟应供给的最低风量，m3min； n掘进工作面同时工作的最多人数。 3、掘进工作面风量验算。 按最低风速验算。Q15S煤 Q1510.54 Q1
23、58.1m3/min式中15 按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数； S煤 掘进工作面的断面积，m2。 按最高风速验算。Q 240SQ 24010.54Q 2529.6m3/min式中240 按掘进工作面最高风速4 m/s的换算系数； S掘进工作面的断面积，m2。 根据验算结果：158.1最小2529.6最大 ，同时根据掘进工作面温度以及按有害气体浓度验算供风量均能满足要求。因此配风量300m3/min，风机选用230kw对旋风机能满足掘进工作面需风量要求。 第二节 压风 一、该工作面掘进压风系统由安装在主平硐口的空气压缩机供风，压风机型号为 LG20/8G型（两台）喷油双螺杆压缩机，供风管路为
24、直径125mm无缝钢管，管路长度1200m，沿主平硐下帮架设，压风管距巷道底板1.7m。工作面管路沿巷道右帮架设，压风管路距巷道底板0.6m。二、压风系统路线：压风机房主平硐+990运输大巷轨道上山+1038车场工作面第三节 瓦斯防治和安全监控 一、工作面安装两台瓦斯监测报警仪，由安装在+990运输大巷的安全监控分站引线，一个悬挂在距工作面迎头5m处的风筒对侧巷道顶板；另一个悬挂在距工作面回风与总回风汇合处向里10m处。同时工作面负责人还必须携带便携式甲烷检测报警仪，所有工作人员必须随身携带隔绝式自救器。 二、瓦斯监控线路布置平地调度监控中心+990运输大巷2监控分站1038车场工作面第四节
25、综合防尘一、本工作面防尘供水水源来自主平硐口的无塔供水压力罐，该压力罐由一台7.5kw潜水泵供水，潜水泵出水量为10m3/h，压力罐水压1.5kpa,供水管路选用直径100mm镀锌钢管，沿主平硐左帮敷设，距巷道底板1.4m。管路连通矿井各个用水地点。二、工作面采用湿式钻眼，严禁干打眼；坚持充填水炮泥爆破，坚持放炮后冲刷巷帮和湿式装煤（岩）；三、在距工作面50m处安设一道能够覆盖巷道全断面的喷雾装置，当进行放炮作业时打开喷雾降尘，喷雾装置应随工作面的推进而前移；防尘管路每隔100m应装设一个防尘阀门；四、工作面采用湿工装岩（煤）；施工人员应按规定配带防尘口罩，搞好个人防护。五、防尘管路系统路线：
26、压力水罐主平硐+990运输大巷一区轨道上山1038车场工作面第五节 防灭火 根据调查资料和矿井煤层自燃倾向性鉴定结果，本区域煤层没有自燃现象，但施工过程中仍应注意加强煤层自燃管理工作，密切观察总回风一氧化碳浓度的监测，发现有自燃迹象及时查明原因进行处理。工作面应备有不少于60m的软质水管，用于防尘洒水和冲刷巷帮。加强工作面的油脂管理工作，擦拭设备的废油和棉纱必须及时清理出井。 在局部通风机安装处应设置不少于两个干粉灭火器，并保证其在有效期内。第六节 供电 一、该工作面供电由主平硐中央变电所风机专用变压器出线，电压等级660v，通过专用开关和专用线路向该工作面供电，专用线路电缆直径70mm2。二
27、、供电系统路线平地主变电所主平硐井下中央变电所专用变压器+990运输大巷轨道上山+1038车场工作面第七节 排水 一、该工作面设计巷道坡度4，通过巷道水沟自流的方法实现对工作面涌水进行疏导。二、 排水线路 工作面1038车场轨道上山+990运输大巷主平硐地面排水沟第八节 通信 该工作面通信由安装在井底中央变电所的程控电话分线箱出线，沿轨道上山敷设至工作面，电话号码 ，电话能通过程控交换机接通全矿所有内部电话。本工作面不安设照明系统。第九节 综合防突一、石门揭穿煤层必须严格执行“四位一体”（突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施效果检验和安全防护措施）的综合防突措施。二、石门揭煤突出危险性预
28、测方法：石门揭开煤层前，可采用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其它经过试验证实有效的方法来预测工作面的突出危险性。即在石门工作面距煤层最小垂距为310m时，利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打两个直径为5070mm的预测钻孔，在钻进煤层时，用13mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标（h2或K1）。具体方法为： 1、重量法。每钻1m钻孔，收集全部钻屑，用弹簧秤称重。 2、钻屑解吸指标的测定。测定方法：（1）、钻屑解吸指标h2的测定。打钻时在预定的位置取出钻屑，用孔径1和3mm的筛子筛分钻屑（1mm的筛子在下，3mm的筛子在上），将筛分好的1mm3mm粒度的试样装入MD-2型解吸仪的煤样
29、瓶中，试样装到煤样瓶刻度线水平（10g左右），自钻孔打至该采样段起经3min后，启动秒表，转动三通阀，使煤样瓶与大气隔离，在2min时记录解吸仪的读数，该值即为h2,单位为Pa。（2）、钻屑解吸指标K1的测定：使用WTC-1型突出预测仪，每钻进2m，取一次钻屑作特征测定，取样时，把秒表、筛子准备好（1mm的筛子在下，3mm的筛子在上），钻孔钻到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量不少于100g时，停止取样，并继续进行筛分，最后把已筛分好的1mm3mm的煤样装入到WTC-1仪器的煤样罐，盖好煤样罐，准备测试。当秒表直到t0(12min)时，启动仪器采样键
30、进行测定，经5min后当仪器显示t0时，用键盘输入t0，按监控键，仪器显示L0,输入L0，按监控键，仪器进行计算度显示Fi，此值即为K1值。钻屑解吸指标的突出临界值，按下一表临界值预测危险性。钻屑解吸指标突出临界值h2（Pa）K1（ml/gmim1/2）干煤2000.5湿煤1600.4选用表中的任一指标进行预测时，当指标超过临界值时，该石门工作面预测为突出危险工作面；反之为无突出危险工作面。若为突出危险工作面，则必须在矿井的掘进及回采过程中采取预测预报、防治措施、效果检验和安全防护的“四位一体”的综合防突措施。三、石门揭煤工作面防突措施1、石门揭穿煤层前，必须打钻孔控制煤层层位、测定煤层瓦斯压
31、力或预测煤层突出危险性，前探钻孔、测压钻孔布置方式见附图。2、在石门掘进工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶板岩石不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。3、石门工作面距煤层5m（垂距）以外，选用42mm钻孔进行打设超前钻孔，至少打5个穿透煤层全厚的预测钻孔，测定煤层瓦斯压力、钻屑瓦斯解吸指标等。4、在石门揭穿煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取预抽瓦斯防突措施。5、工作面与煤层之间的岩柱尺寸最小值为：抽放或排放钻孔3m，金属骨架2m，震动爆破揭穿煤层1.5m.如果岩石松软、破碎，还应适当加大法线距离。6、石门揭穿煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须
32、进行瓦斯抽放的防治突出措施，经检验措施有效后，可用远距离爆破或震动爆破揭穿煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿煤层。7、瓦斯抽放必须严格执行抽放设计和操作规程。四、石门揭煤工作面突出措施效果检验石门防治突出的措施执行后，采用钻屑指标方法检验措施效果。检验孔孔数为4个，其中石门中间1个，并位于措施孔之间，其它3个孔位于石门上部和两侧，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值下，则认为措施有效；反之，认为措施不力无效。并填写防治突出措施效果检验单报矿总工程师审批。五、石门揭煤安全防护措施1、经效果检验有效后采用远距
33、离放炮或震动性放炮揭穿煤层。2、建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流设施的措施。在石门揭煤时必须在掘进工作面的进风侧设置两道牢固可靠的反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统，防止灾害事故的扩大。3、 采用震动性放炮揭穿煤层时，与此石门通风系统有关地点的全部人员必须的撤至地面，井下全部断电，井口附近地面20m范围严禁有任何火源。六、进入煤巷掘进时，必须采用钻屑指标法进行防突危险性预测。当预测为无突出危险性时，可不采取防突措施，但每预测循环应留有2m的预测超前距。1、煤巷掘进工作面预测为有突出危险性时，必须采取预抽煤层瓦斯措施。超前预抽每30m一循环，沿煤巷掘进方向施工顺层长
34、钻孔预抽煤层瓦斯，长钻孔长40m，顺层长钻孔控制范围为煤巷轮廓线外8m，每循环掘进30m，煤巷迎头前方至少保留10m超前距离。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织 一、 作业形式工作面作业采用“三八”制，每天三班，每班工作八小时，三班掘进。二、劳动力配备：施工队采用综合编制，每班配齐所需工种，各工种分工协作共同完成当班掘进任务。三、劳动力配备表工种每班每天轮休全队出勤出勤定员班长1314瓦检员1314安全员1314放炮员1314打眼工2628装运工412416小绞车司机1314把勾工2628合计13391352第二节 循环作业 一、掘进石门岩巷时每天完成二个循环，日进度3m；掘进
35、1301运输巷时每班完成一个循环，循环进度1.6m，日进度4.8m。 二、正规循环作业区图表工 序时间时 间（小时）（分钟）0 1 2 3 4 5 6 7 8准备和安全检查20打眼180 装药放炮、炮后检查40出矸90 架棚90巷道清理、挖水沟30喷浆60管线延接及钉道根据实际情况安排第三节 主要技术经济指标序号指标名称单位数量备注1掘进断面m212.32巷道净断面m210.543循环进度m1.64日进度m3.845循环代产煤t06循环矸量m318.827月正规循环率%868人均工效m/工0.19炸药消耗Kg114610雷管消耗发/m176411钢轨消耗kg200012轨枕消耗块100第七章
36、安全技术措施第一节 一通三防一、局部通风机安全管理1、掘进工作面供风必须采用“双风机、双电源”（同等功率风机一用一备）并实现自动倒台。2、每班应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录在存档备查。3、局部通风机必须安装在距巷道回风口不少于10m的进风流中，本工作面风机安装在1038车场处。4、风机应安装在风机架上或悬空吊挂，保证距巷道底板不少于0.3m。5、局部通风机必须指定专人管理，任何人不得随意停开风机。6、机电车间应做到有计划停电检修；因停电、跳闸引起停风，工作面所有工作人员必须立即撤离到付平硐进风流中。恢复通风前，必须有专职瓦斯检查员
37、检查局部通风机及其开头附近10m以内瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由指定人员开启风机。7、风筒必须吊挂平、直、顺，做到逢环必挂；风筒接头必须接实扎牢，并将反压边压好，保证完好不漏风。8、应经常检查风筒，发现有破损应及时缝补粘贴或更换。9、工作面应备有长短风筒，保证风筒末端距工作面迎头不大于5m。二、综合防尘安全技术管理1、工作面必须坚持湿式凿岩，严禁干打眼。2、坚持装药放炮使用水炮泥和放炮喷雾。3、放炮后冲刷巷帮，坚持装煤（岩）洒水。4、定期进行冲刷巷道，清理积尘。5、坚持湿式装岩。6、个人正确配带防尘口罩，搞好个体防护。三、防瓦斯安全管理1、工作面配备专职瓦斯检查员检查、汇报、填写瓦斯情况，
38、当掘进工作面瓦斯浓度达到1.5%或回风流瓦斯浓度超过1%时，必须立即通知所有人员停止作业，切断工作面电源，将人员撤到安全地点。2、工作面安装两台瓦斯监控报警探头，一台安装在距工作面迎头风筒对侧5m处，一台安装在距回风口10m处。当工作面瓦斯浓度达到1%时报警，达到1.5%时必须能够自动切断向工作面供电电源。3、工作面迎头必须的按规定要求安设一台便携式瓦斯报警仪。4、瓦斯检查员必须每班用光学瓦斯检定器对瓦斯监控探头进行数值校对，当发现两者数值误差超过0.5%，必须立即通知调度室进行处理，问题处理之前，工作面瓦斯按读数最大值为准。5、当发现工作面瓦斯浓度时高时低或遇到地质变化带时，必须立即停止工作
39、，查明原因进行处理。严禁冒险蛮干。四、防灭火安全管理1、加强入井验身制度，入井人员严禁携带烟火入井。2、擦洗风动工具应在平地进行；加强对风动工具所加油脂管理，严禁将废油泼洒在巷道内。3、工作面应备有一根长度不少于60m的软质水管。4、随着巷道向前延伸，防尘水管每隔100m应安设一处三通阀门，用于洒水灭尘和防火。5、当工作面发生火灾事故，现场人员应视火灾性质进行直接灭火；采用直接灭火不能处理时，必须立即通知所有受灾害威胁区域人员迅速撤离灾区，但不得停开工作面风机。并迅速报告调度室。第二节 顶板管理一、加强工程质量管理，消灭不合格支架。二、采用U型支架支护时，必须做好支架连锁工作，工作面迎头10m
40、范围内应加强连锁支护。三、严格执行敲帮问顶制度。每次放炮后，首先由班组长和安全员由外向里逐段对工作面支架和顶帮进行安全检查和隐患处理，确认无危险后方准其他工作人员进入工作面工作。四、处理顶板活矸时，必须用长杆工具，并防止矸石顺杆滑落砸人。五、处理活矸时应有专人观察顶板，必须保证安全退路畅通。六、每次放炮后，必须及时前移前探梁，控制顶板，严禁空顶作业。七、每一工作人员还必须经常检查顶板和巷帮，搞好自主保安和互助互安。 第三节 爆破安全管理 一、放炮员必须由经专业培训考核合格，持有爆破员资格证人员担任。 二、放炮必须在1038车场安全硐内进行。 三、坚持湿式打眼，严禁打残眼或加深利用残眼进行装药放
41、炮。 四、爆破选用15段毫秒延期电雷管和煤矿许用三号乳化炸药。 五、放炮母线悬挂时应避开供电电缆，放炮前放炮母线必须扭结成短路。 六、雷管和炸药必须分箱放置并加锁，运送火工品必须由两人操作，严禁一人同时携带雷管和炸药。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。 七、雷管和炸药箱必须存放在顶板支架完好的地点，并避开电器设备。 八、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，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。 九、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定： 1、必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的
42、爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。 2、装配起爆药卷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、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。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。 4、电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。 十、装药前，首先必须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，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。 十一、有水的炮眼，应使用抗水型炸药。 十二、装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线
43、与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。 十三、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。 无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。 严禁裸露爆破。 十四、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，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。 2、炮眼深度为0.61m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。 4、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。 5、光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m