《19煤联络上山掘进工作面施工作业规程.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《19煤联络上山掘进工作面施工作业规程.doc（110页珍藏版）》请在taowenge.com淘文阁网|工程机械CAD图纸|机械工程制图|CAD装配图下载|SolidWorks_CaTia_CAD_UG_PROE_设计图分享下载上搜索。
1、19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程会审签字表措施名称：19#煤联络上山掘进工作面施工作业规程审批地点：主持人：审批时间：年 月 日审批单位审批人职务或职称日期生产技术部机电部通防部安检部经营部人资部调度室施工单位机电副总采掘副总通防副总经营矿长生产矿长机电矿长安全矿长 总工程师矿 长会 审 意 见一、存在的问题二、整改意见第一章 概 况第一节 概述序号项 目内 容 说 明1巷道布置附平面图、断面图2工期要求预计2012年11月2013年1月3巷道用途服务于11905及11907采面4服务年限两年5工程量135m（平距）、142m（斜距）6工程结构特点特点19#煤联络上山开口点位于11907
2、联巷向前施工56m位置，巷道开口与11907联巷成100夹角，沿19#煤顶板掘进，方位角145。7附近开采情况该巷道位于矿井西翼一采区紧挨回风上山保护煤柱掘进，周围不受采动影响。开口标高：+1136m终口标高：+1177m第二节 编写依据一、龙鑫煤矿技术部提供的工作联系单19#煤联络上山批准日期：2012年11月9日。依据19#煤联络上山地质说明书批准日期：2012年11月9日。 二、相关法规及技术规范 1.依据煤矿安全规程出版日期：2011年2月第1版。 2.依据贵州省煤矿质量标准化及考核评级办法（试行）批准日期：2009年12月18日。 3.依据煤矿作业规程编制指南批准日期：2005年9月
3、。 4.煤矿工人安全技术操作规程指南（合订本）出版日期：2006年9月第一版。5.井巷工程施工规范。6.井巷工程验收规范。第二章 地面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 井上下关系对照表巷道位置矿井西翼一采区工程名称19#煤联络上山开口标高+1136m终口标高+1177m地面的相对位置建筑物及其他地面为山地无建筑物及其他井下相对位置对掘进巷道的影响 该巷道位于矿井西翼紧挨回风保护煤柱掘进，巷道布置区域内不受其他已掘巷道影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响该巷道邻近未曾进行过采掘活动，对掘进巷道没有影响。第二节 煤(岩)层赋存特征序号项目内容说明1地质柱状附地质柱状图2顶底板岩性
4、特征顶板为粉砂岩、粉砂质粘土岩或泥质灰岩，由于靠近地表，节理、裂隙较发育，因直接顶板为泥质灰岩，岩性坚硬，煤层顶板稳定性中等。底板岩性主要为炭质粘土岩、粘土岩，其次为粉砂质粘土岩、粉砂岩等，底板无明显的泥化现象。3煤层赋存条件19#煤层情况该煤层较稳定，煤层平均厚度4.1m，平均倾角17，煤的自然倾向性属类，最大相对瓦斯涌出量26.66m3/t，最大绝对瓦斯涌出量17.71m3/min。煤层突出危险性根据中国矿业大学19#煤瓦斯突出鉴定结果，19#煤层无突出危险性。地质构造根据地质部门提供的资料,19#煤联络上山掘进施工期间地质构造简单，施工当中加强顶板及通风管理。若遇到地质构造时另补专项施工
5、措施。水文地质影响该巷道的主要为顶板砂岩水。预计正常涌水量1m3/h，最大涌水量3m3/h，巷道掘进时排单趟4寸排水管，距迎头不超过20m，配同型号5.5KW潜水泵1台及2台37kw风泵，在巷道低洼处开挖水泵窝，综合排水能力不小于100m3/h,保证排水系统完好。第三节 地质构造根据地质资料分析，巷道布置范围内不受断层影响，施工过程中坚持“有掘必探，先探后掘”的原则，严格做到长探与短探结合，发现断层顶板较为破碎时，应另行补充施工措施。第四节 水文地质19#煤联络上山掘进过程中，主要受顶板砂岩水影响。施工过程中要做到有掘必探，先探后掘。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置19#煤联络上山开
6、口点位于11907联巷开口向前施工56m位置，巷道开口与11907联巷成100夹角，沿19#煤顶板掘进，掘进方位145。巷道总设计长度135m（平距）。第二节 支护设计一、永久支护1.19#煤联络上山巷道永久支护采用锚网梁索支护（特殊情况采用架棚支护），巷道净宽净高=4.22.9m。正顶采用202000mm高强锚杆，每根锚杆2卷树脂锚固剂，配合164000mm的钢筋梁，锚杆间排距800800mm；配合15.24mm6.3m锚索，厂家配套索盘，每根锚索4卷树脂锚固剂，锚索间、排距1800mm2000mm，沿巷道中心五花型布置；巷道两帮支护为202000mm等强锚杆，每根锚杆2卷树脂锚固剂，锚杆间
7、排距800800mm。巷道全断面铺设4.0mm，网格5050mm的编织金属网，压茬不小于100mm，用12#铁丝连接，连接间距不大于200mm。 2.顶板破碎压力大或托顶煤施工时，锚网梁索支护强度达不到设计要求时，采用梯形钢棚支护，棚距600mm，背板400mm一道，规格：长宽厚=800mm70mm40mm，全断面铺设6m1.2m塑编网，压茬不小于100mm，用14#铁丝连接，连接间距小于等于200mm。架好后每架钢棚打4道撑木，撑木规格：长宽厚=580mm70mm70mm。二、临时支护（一）临时支护形式1.施工过程中不管顶板岩石好坏，必须采用临时支护。临时支护采用金属前探梁支护, 前探梁必须
8、至少使用三根完好的直径75mm无缝钢管，长度4.8m，壁厚不小于4.0mm；背木使用长度1.6m，厚度不小于50mm，宽度不小于100mm的实木；吊环采用厚8mm的钢板弯曲成圆形直径100mm，上焊M20螺帽，每根前探梁必须使用两个在一条直线上(该直线与巷道中心线平行)的吊环悬挂，吊环间距为直线上相邻两排顶锚杆的间距。前探梁临时支护最大控顶距离为1900mm，最小控顶距离均为300mm，严禁人员在空顶下作业。2.（打临时支护锚杆时是否需要打临时带帽点柱？）3.顶板破碎、压力大不适应打锚杆时，必须采用棚子支护，架棚子临时支护采用两根金属前探梁，前探梁采用两根矿用11#工字钢，每根长度3m，每根前
9、探梁配三道卡子，均匀分布，前探梁分别挂在棚梁中心两侧各0.8m处。前探梁的使用方法：a.上前探梁时先将3个卡子按间距1.2m（2架棚）均匀插在棚梁上，站在脚手架上人工抬前探梁将前探梁放在卡子槽内，上好挡板，紧固螺丝。上梁时每头三人，四人抬梁，两人上卡，用力一致。b、前探梁向前移动时，前探梁两端各3人，两人松动螺丝，四人紧托梁体，防止滑脱伤人，并用力向前移动0.6m（一架棚）。先紧固前边两个螺丝，再去掉后边的卡子、螺丝，移在与最前边相距0.6m（一架棚）处的棚梁上插好并紧固螺丝。 （二）临时支护施工工艺金属前探梁临时支护工艺：1. 采用掘进机割煤后保证巷高不低于2000mm，由班长安排专人站在已
10、支护好的顶板下使用长度不小于2000mm的长柄工具进行敲帮问顶，将工作面活矸危石找净，确认安全后，进行前探梁临时支护工作。2.连网工站在永久支护下，将续接的钢筋网用12号铁丝固定（固定23道即可，搭接长度不小于100mm）。3.架设前探梁需要45人，架设前探梁人员必须由跟班队长或班长指定的有经验的老工人来完成，监护人员要站在永久支护下的安全地点，并不得影响架前探梁人员的安全退路。（三）临时支护施工工艺要求1.临时支护全部按标准支护好后，施工人员站在临时支护下由外向里、先中间后两边打注顶锚杆。打顶锚杆时允许两台锚杆机同时打第一排及第二排顶锚杆，前两排顶锚杆打好后，打第三排及第四排顶锚杆，并且每排
11、顶锚杆打齐后即可打注此排的帮锚杆。2.施工临时支护时要加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层或其它异常现象时，要立即停止作业，将工作面施工人员撤离至安全地点，待顶板稳定后由外向里进行敲帮问顶，确认安全后方可继续施工。3. 采用综掘时，掘进机施工的掘进工作面，严禁利用截割臂代替金属前探梁。迎头施工人员必须在正规的金属前探梁保护下工作。4.当顶板极其不平或其它原因无法使用前探梁临时支护时，每排可以使用三根直径不小于150mm的圆木配合木托盘打点柱(点柱规格400200 40mm的优质木料)点柱做为临时支护，并用木楔楔紧。木点柱间距为1000mm，两侧木点柱距离帮部均为800mm，点柱要打设及时，并
12、打在实底上，无法打在实底上要垫木料或枕木。5.采用综掘时，掘进机割煤后必须及时进行临时支护，尽量减少顶板裸露时间。所有作业环节人员都必须站在临时支护下进行，严禁空顶作业。6.采用综掘时，割完煤后及时安设并前移临时支护，前探梁必须紧跟迎头，人员必须在前探梁的掩护下工作，严禁空顶作业。临时支护使用完后放于固定位置，不得挪作他用。（四）临时支护管理1.工作面使用的临时支护必须有备用量。使用金属前探梁临时支护的，必须备有一根完好的前探梁、两个前探梁环、两块背木和不少于六个木楔。2.临时支护拆下后，在迎头退后1030m巷道非行人侧靠帮集中用挂钩（或阻燃连网绳）吊挂整齐。三、支护规格验算1.根据支护形式，
13、按加固拱原理及悬吊理论验算确定锚杆支护参数如下：（1）锚杆长度：L=IV（1.1+B/10）=1.2(1.1+4.2/10)=1.824m式中:IV围岩稳定性影响系数，取1.2 B巷道垮度, B=4.2m（最大跨度）通过计算，锚杆长度确定为2m，满足支护要求。（2）锚杆直径D=1/110L=1/1101.824=0.017 m通过验算，树脂锚杆的直径确定为20mm，完全符合支护要求。（3）锚杆间排距D0.5L=0.51.824=0.912（m）D0.5L=0.52 =1（m）根据设计要求及参数计算，巷道锚杆间排为800800mm，符合支护要求。2.根据锚杆支护的悬吊理论验算：（1）、锚杆的长度
14、L: L=L1+L2+L3 =50+1600+300 =1950 mm式中：L1 锚杆的外露长度，一般外露长度3050mm L2软弱岩层的厚度，可以根据围岩松动圈确定，龙鑫矿围岩松动圈一般为1200mm1600mm。 L3 锚杆深入稳定岩层的深度，一般取200300mm根据以上验算，选用顶板锚杆长度2000mm的高强锚杆满足要求。（2）锚杆的间排距锚杆间距 D1/2L=0.912m D1/2L=1m锚杆排距 L0=Nn/2KraL2 =10013/23242.11.6 =2.69 m式中：n 每排锚杆根数，13根 N 设计锚固力，100KN/根 K 安全系数，取23 r 上覆岩层的平均容重，取
15、24KN/m3 a 1/2巷道掘进宽度2.1m根据以上验算，锚杆的间排距800800mm符合要求。3.锚杆材质结合龙鑫矿现有支护材料，顶板选用高强锚杆，两帮选用等强树脂锚杆。4.锚固剂及锚杆的锚固方式锚杆锚固为树脂药卷锚固，每根锚杆均用直径为23mm，规格为中速MSZ2335型树脂药卷，每孔2卷药；药卷搅拌时间30s，等待时间15s，固化时间7分钟；每根锚索使用4卷药。5.锚杆支护附件托盘用10mm厚、100mm的碟形托盘，托盘螺口均与锚杆螺帽相配套达到高强度。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、施工顺序11907联巷开口向前施工56m位置为19#煤联络上山开口位置，巷道开口与11907联巷成
16、100夹角，沿19#煤顶板掘进，掘进方位角145；巷道设计全长135m（平距）。 二、施工方法 （一）钻爆法采用普通钻爆法施工，打眼采用风动锚头或YT-28风钻，毫秒延期电雷管正向装药，串联联线一次起爆，所用炸药为3级煤矿许用水胶炸药，每眼一卷水炮泥,封泥长度严格按照规程要求,全断面一次起爆。顶板破碎时，采用分次打眼，分次装药，分次起爆，每次拉炮个数为不大于20个，架棚支护时眼深800mm,锚网支护时眼深2000mm，每眼装药量锚网支护不超过0.4kg水胶炸药，架棚支护不超过0.2kg水胶炸药。顶板完好时，锚网梁索支护循环进度1.6m，最大控顶距小于1.9m，最小控顶距小于0.3m。若顶板破碎
17、时，架棚支护循环进度0.6m，最大控顶距小于0.8m，最小控顶距小于0.2m。（二）综掘 EBZ135型掘进机实现连续截割、装载、运输作业。在实际截割过程中，依据顶板的完好性控制一次掘进进度；直径不小于75mm,壁厚不小于4mm的无缝钢管作为临时支护，当顶板为稳定平整的砂岩、两帮煤壁较硬时，在保证操作人员安全的前提下，每循环进尺2400mm；当顶板为较稳定、较平整的砂岩、两帮煤壁较硬时，在保证操作人员安全的前提下，每循环进尺1600mm；当煤体较软或顶板岩石破碎时，每循环进尺800mm，并及时支护；需要改变循环进度时由生产技术部到现场鉴定并下发作业循环变更通知单。掘进机的截割顺序应根据所割煤岩
18、的硬度而定，一般情况下，当截割较软的煤壁时，采用左右循环向上的截割方法。对大块坠落体，使用大锤或风镐处理成小块后再行装载。巷道掘进遇断层（落差超过1.0m）或地质条件变化时，必须及时向生产技术部和调度室汇报，以确定施工方案并编制专项安全技术措施。附图掘进机切割路线示意图三、支护顺序（1）锚网梁索炮掘施工：交接班、安全检查开工准备打眼吹风、装药、联线爆破、通风临时支护及出碴 顶锚及局部出碴吊线修边帮锚及出碴质检第二循环开始。（2）锚网梁索综掘施工：现场交接班安全检查检查瓦斯割煤掘进、出煤敲帮问顶安装临时支护打顶板锚杆手镐刷帮打帮部锚杆（铺帮网）出煤并搞好文明卫生。（3）架棚施工：交接班.安检开工
19、准备打眼吹风、装药、联线爆破、通风移前探梁上顶梁挖柱窝延校中心载腿子出碴质检第二循环开始四、劳动组织施工作业采取“三八”制作。第二节 凿岩方式一、 施工方式： 1.机械施工方式：采用掘进机炮头直接切割煤（岩）。2.炮掘施工方式：打眼采用风煤钻或YT28型风钻，爆破采用三级矿用煤安乳化炸药，毫秒延期电雷管正向装药，串联联线、一次起爆。 施工设备表序号机械、钻具名称型号数量动力配套方式备注1风钻YT282风2风锚头4风3手镐5人力4尖锹6人力5风煤钻ZQS-30/2.52风6掘进机EBZ1351电7刮板机SGB420/40刮板机1电8奥钻1302风第三节 爆破作业一、采用锚网梁索炮掘支护1.锚网梁
20、索支护施工爆破说明书矿井瓦斯等级高瓦斯矿井掘进断面13.20m2煤（岩）普氏系数f=0.20.5钻眼机具风锚头/YT-28风钻炸药种类3#煤矿安全水胶炸药雷管类型毫秒延期电雷管2.爆破图表 炮眼名称炮眼编号炮眼深度m炮眼个数炮眼角度装药量雷管段别封泥长度起爆顺序连线方式水平( ）垂直( ）kg/眼合计（kg)掏槽眼1-61.9684900.84.8不得少于0.5m分次装药分次起爆(每次拉炮不大于20个眼)串 联 连 线 正 向 起 爆辅助眼7-131.7790900.64.2周边眼14-301.71779900.610.2底眼31-371.7779900.64.2 合计3764.13723.4
21、3.爆破指标顺序指标名称单位数量序号指标名称单位数量1炮眼利用率%855一循环炮眼长度m64.12工作循环进度m1.456掘进一米炮眼长度m44.213一循环实体煤岩量m319.147掘进一米炸药消耗量kg16.144掘进一米煤岩量m313.208掘进一米雷管消耗量发25.52二、采用架梯形棚炮掘支护1.梯型棚爆破说明书矿井瓦斯等级高瓦斯矿井掘进断面10.48 m2煤（岩）普氏系数f=0.20.5钻眼机具风锚头 /YT-28风钻炸药种类3#煤矿安全水胶炸药雷管类型毫秒延期电雷管2.爆破图表 炮眼名称炮眼编号炮眼深度m炮眼个数炮眼角度装药量雷管段别封泥长度起爆顺序连线方式水平( ）垂直( ）kg
22、/眼合计（kg)掏槽眼1-41.4474900.41.6不得少于眼深二分之一分次装药分次起爆(每次拉炮不大于20个眼)串 联 连 线 正 向 起 爆辅助眼5-121.2890900.21.6周边眼13-271.21564900.23.0底眼28-351.2867900.21.6合计3542.8357.83.爆破指标顺序指标名称单位数量序号指标名称单位数量1炮眼利用率%755一循环炮眼长度m42.82工作循环进度m0.96掘进一米炮眼长度m47.563一循环实体煤岩量m39.437掘进一米炸药消耗量kg8.64掘进一米煤岩量m310.488掘进一米雷管消耗量发38.89第四节 装载与运输一、 煤
23、（岩）岩运输利用SGB420/40刮板机出渣。二、 出渣系统1.11907联巷已安装好一部SGB420/30刮板机，1133m水平大巷也安装好一部SGB620/55刮板机，工作面掘进再安装一部SGB420/40刮板机即可。2.工作面渣SGB420/40刮板机SGB420/30刮板机SGB620/55刮板机1133m水平大巷溜煤眼一部高强皮带地面。三、 运料系统地面进风平硐1133m水平大巷11907联巷工作面。 装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输方式运输距离备注1刮板机SGB420/40119#煤联络上山压柱80m2刮板机SGB420/40119#煤联络上山压柱60m3
24、刮板机SGB420/30111907联巷压柱56m4刮板机SGB620/5511133m水平大巷压柱60m第五节 管线敷设 风筒距掘进工作面不大于5m，风管距工作面不得大于15m，水管距工作面不得大于15m，电缆距工作面不得大于30m。管线敷设方式表序号名 称规格型号单位数量吊挂方式与工作面方式1阻燃风筒直径600节21铁丝配油丝绳吊挂22寸风管6m根22专用挂钩32寸水管6m根22专用挂钩4缆 线50平方m130塑料电缆钩第六节 设备及工具配备 设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量备注1水泵5.5kw台一2风钻（附钻架）YT-28台二3风镐严禁5馈电开关KBZ-400台五6控制
25、开关QBZ200台一7刮板机SGB420/40台一8综保ZBZ4.0台一9压入式风机FBDN.0-5.6套一2x15kw 10锚杆钻机130 台二11电话防爆台一12铁锹把六13风煤钻ZQS-30/2.5二14手镐把五第五章 生产系统第一节 通风一、通风系统新鲜风：地面进风平硐+1133m平巷局扇工作面。乏风风流：工作面11907联巷+1133m平巷+1133m平巷回风联巷回风上山回风上山（上段）总回风巷回风平硐地面。二、局部通风设计一风机选型计算与风机选型每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别
26、进行计算，然后取其中最大值。 按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算： Q掘=125q掘K掘通 式中：Q掘单个掘进工作面需要风量，m3min； q掘掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量，m3min； K掘通瓦斯涌出不均衡通风系数(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月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。 Q掘=1250.41.5=75 m3min按二氧化碳的涌出量计算需要风量，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。 按局部通风机实际吸风量计算需要风量： 煤巷掘进：Q掘=Q扇=Ii+600.25S (m3/min)式中：Q扇局部通风机实际吸风量, m3/min。安设局部通风机的巷道中的
27、风量，除了满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于0.15 m/s、煤巷和半煤巷不小于0.25m/s，以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞，造成瓦斯积聚；Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数。Q掘=Q扇=600.2513.20=191.4m3/min按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量：每人供风4m3/min：Q掘4N=425=100m3min； 每千克炸药供风25m3/min(硝酸铵炸药)：Q掘25A （m3min）式中：N掘进工作面最多人数，人；A一次爆破炸药最大用量，kg。(仅适用于使用硝酸铵炸药的煤矿，我矿使用的炸药
28、为三级矿用煤安乳化炸药，故不按此方法计算)。 按风速进行验算：掘进最低风量 Q煤掘600.15S掘 =60 0.1513.20=114.84m3/min式中：S掘一掘进工作面的断面积，m2。 根据以上计算，该工作面配风量不得小于191.4m3min。在考虑经济合理、确保安全的同时，结合现有实际情况，选用二台215kw对旋轴流式局部通风机，供工作面使用，根据实际情况开双级。二局部通风方式 采用压入式局扇通风方式，工作面安设两台215kw的对旋轴流式局扇，双风机双电源，自动倒台灵活可靠；并且风电闭锁、瓦斯电闭锁可靠。三局扇安设位置 风机安装必须牢固，距地面距离大于等于700mm。分风器必须吊挂平直
29、，稳定牢固可靠，风分器内逆止阀灵活可靠；风机必须安设在+1133m平巷风门外新鲜风流内。四风筒及供风距离风筒用600mm直径，长10m/节的阻燃抗静电风筒，接头采用双反压边接头。风筒挂在上帮距顶不大于200mm，距帮不大于180mm。最大的供风距离约235m。第二节 瓦斯管理1.工作面必须具有独立通风系统，并保证回风系统畅通无阻，与回风系统相连的通风设施必须牢固可靠。 2.工作面配备专职瓦检员，观察突出预兆及瓦斯情况，发现异常及时通知撤人、停电。3.风机必须实现三专两闭锁，每班要进行倒台试验。4.掘一队每班安排专人维护风筒，保证工作面风量充足，稀释有毒有害气体，风筒末端与工作面距离不超过5m。
30、5.班组长必须携带便携式瓦斯报警仪，并悬挂工作面，并使其处于工作状态，班长休班（带班副班长），负责担任此项工作。6.施工中，当瓦斯浓度达到0.6%时，必须停止装药，加强通风，洒水冲尘,冲淡瓦斯；当瓦斯达到0.8%时，必须停止作业，切断电源，撤人，向调度室汇报；只有瓦斯浓度降到0.6%以下后方可恢复生产。7.巷道设专职瓦斯检查员盯班上岗，严格执行“三检查”、“三汇报”制度。瓦检员必须现场交接班，巷道内所有的机电设备和硐室处都必须检查，并挂牌管理。8.爆破程序：爆破前，向瓦检员询问瓦斯情况，瓦斯稳定且浓度小于0.6%的情况下方可启动爆破程序。9.当顶板破碎或托顶煤架棚施工时，必须打好前探锚杆控制顶
31、板，防止冒顶引起瓦斯事故，前探锚杆规格采用202000mm的树脂锚杆，锚杆仰角13（与巷道坡度相比，大于巷道坡度13度）。锚杆间距200mm、排距600mm（一架棚），逐棚打设。10.为防煤体超前片，可在煤直墙上挂网打等强树脂锚杆固定（锚杆不低于6根）。向前施工时，采用手镐落煤，随着煤体的向前剥落及时紧固锚杆螺丝，保证锚杆每时每刻都紧贴煤墙，起到加固的作用。防止冒顶及片帮、瓦斯事故发生。11.所有下井人员必须佩戴并会正确使用ZH-45型压缩氧隔离式自救器。12.设专人看管风机，并派专人经常检查风筒是否有脱节破裂现象，并及时延接风筒，风筒末端距掌子头距离不准超过5m。13.看风机人员要坚持现场交
32、接班，严禁脱岗和漏岗，看风机人员接班后及时向队值班领导汇报风机运转情况。风机倒台时必须有跟班干部、瓦检员、风机司机在场，倒台时间每天不小于1小时，做好倒台记录及汇报工作。14.巷道内瓦斯探头、自动报警仪、风电闭锁、瓦斯电闭锁及便携式瓦斯报警仪应经常校对，保证灵敏可靠。保护好巷道内的监测线，严禁挤压，瓦斯探头、自动报警仪严禁人为碰撞、洒水淋湿等，爆破时瓦斯探头必须后撤岩巷不低于70m，煤巷不低于40m，防止爆破崩坏。15.停风、停电瓦斯超限必须立即撤人，送风时应先检查瓦斯不超限时，可先送风后送电，送风执行“三方签字”（电工、瓦检员、班组长）。16.施工炮眼后，对炮眼瓦斯检查（炮眼内瓦斯浓度达到2
33、%以上时，必须采取减少装药量及拉炮个数、加强通风、洒水冲尘等措施），必要时，进行浅孔释放后方可爆破。17.巷道施工过断层期间，瓦斯比较异常，施工必须逐排（架），加强瓦斯检查，加强通风管理及瓦斯传感器管理，如发现瓦斯涌出异常（瓦斯忽大忽小或瓦斯浓度0.6%时），立即停止施工。必须加强通风、及时洒水冲尘，瓦斯浓度降至0.6%以下后方可恢复施工。18.施工中若巷道顶板控制不住，发生漏冒顶时，及时执行以下措施：（1）空顶在0.5m以下时，用废旧坑木、竹笆、道木等物料将顶板刹实背牢。（2）空顶在0.5m以上时，按以下顺序进行：a、先待顶板充分稳定后，由瓦斯检查员检查冒顶区瓦斯浓度不超限时。b、设专人观山
34、，专人敲帮问顶，并备齐圆木、大板、穿楔、废旧坑木等刹顶物料。c、由有经验的工人按“井”字型木垛绞接刹顶，刹顶时，递料人员要及时、准确，要什么料及时送到，并设专人观山。d、顶板刹实后，冒顶区及前后5架棚子用50mm钢管连锁45道，顶板23道，两帮各一道。e、冒顶区要设瓦斯检查记录牌板，每班三次检查瓦斯浓度。19.加强通风管理，保证通风断面，当局部瓦斯积聚时，要立即查明原因进行处理。可以采取加设挡风板吹散瓦斯，当局部瓦斯较大时，可以采用加设风筒三通，甩风袖向局部点进行吹散瓦斯；局部瓦斯积聚未处理结束前，严禁进行与处理瓦斯积聚无关的工作。20.施工中瓦斯达到0.8%临界点时，必须打钻实行抽放，降低施
35、工过程中的瓦斯涌出量）,瓦斯释放孔要求采用大风锚头，施工孔径为89mm，孔深为5m的瓦斯释放孔，数量为7-21个。煤厚在0.5m以下时，施工7个释放孔，煤厚在0.5m2m时施工14个释放孔，煤厚在2m以上时，施工21个释放孔。21.打钻前，经瓦检员检查瓦斯，钻机上方必须悬挂便携式报警仪，同时向调度室汇报瓦斯情况，只有瓦斯浓度在0.8%以下的情况下才能打钻，当瓦斯出现异常现象时，必须查明原因处理后方可施工钻孔。22.风筒接头严密（手距接头处0.1m处感到不漏风），无破口（末端20m除外)、无反接头，软质风筒接头要双反压边，硬质风筒接头要加垫，上紧螺丝钉。风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯，
36、风筒拐弯折深不超100mm，异径风筒接头要用过渡节，先大后小，严禁花接。双反压边宽度不得小于100mm。直径800mm以上风筒接头处，必须在两个风筒箍中间用12#铁丝捆住吊挂；风筒吊挂平直，逢环必挂，确保风筒不漏风，。确保掘进迎头有足够的风量，防止工作面无风或微风造成瓦斯事故。23.掘进巷道临时停工不得停风，停工24小时以上的巷道必须打上栅栏，临时停风巷道必须进行封闭；停、开工应制定专门措施，停工不得停风，保证设备完好，严禁失爆，消灭火源。24.局部通风机指定人员进行定期检修，并将检修记录本悬挂在风机开关处，施工单位挂牌管理，每班检查风机运转情况并在管理牌板上签字。管理牌板的内容为：地点、型号
37、、安装时间、风筒长度、倒台试验、检查时间、检查人员等。不得出现无计划停风，有计划停风的必须有专项通风安全措施。25.排放瓦斯，若瓦斯浓度超过0.8%但不超过2%或CO2小于1.5%时，由施工队负责瓦斯排放工作，跟班干部、瓦检员、电工、局扇司机等相关人员在场.并采取控制风流措施进行瓦斯排放工作；当瓦斯浓度2%或CO21.5%时，由通风科制定排放瓦斯措施，并报矿总工程师批准，经同意后方可执行瓦斯排放工作；当瓦斯浓度3%长度30m以上时，必须制订措施，由救护队进行排放。24.当瓦斯浓度超过0.8%但不超过2%、CO2小于1.5%时，由施工队负责瓦斯排放工作，跟班干部、瓦检员、电工、局扇司机等相关人员
38、在场.并采取控制风流措施进行瓦斯排放工作，执行以下措施：（一）排放地点：19#煤联络上山（二）排放点施工单位及负责人：施工单位队长（三）通风系统图（四）供电系统图（五）就地排放人员组织：排放现场指挥：掘进一队当班干部及当班瓦检员其他参加人员：施工队当班人员(六）排放总指挥必须在现场指挥(七）现场指挥员要根据现场情况进行合理分工，必须做到责任清、岗位明、不缺岗、不空岗。（八）控制排放的方法1.临时停风造成巷道瓦斯超限，首先在全负压通风风流处将风筒掐开，然后检查风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯浓度，只有瓦斯浓度不超过0.5%时，才能送风，然后采取错口排放控制风量进行排放。2.由于风筒脱节造成
39、瓦斯超限时，在风筒脱节处采取控制风量错口排放。 3.在排放瓦斯与全风压混合风流处须悬挂瓦斯探头和便携仪，同时控制风量进行排放，确保进入混合风流处瓦斯浓度不超过0.5%。（九）安全技术措施1.排放前的准备首先组织瓦斯超限区域内的施工人员全部撤到+1133m平巷新鲜风流中，19#煤联络上山及其回风流内全部停电，馈电开关打到零位并闭锁。认真周密的侦察瓦斯积聚情况，机电设备、供电系统及巷道支护情况。在排放瓦斯前，必须在通往19#煤联络上山的地点派专人把设警戒，严防人员进入警戒区域。2.排放中所有人员必须服从指挥。现场指挥员要抓住排放中的关键，严格控制风量，进行瓦斯排放工作。排放中要注意自身的安全，排放
40、中密切注视支护情况，防止冒顶片帮伤人。排放人员一律佩带ZH-45型压缩氧自救器。3.排放后由当班机电工逐台检查设备开关，排除开关中可能积聚的瓦斯。整理好风筒，使工作面正常通风。指定专人检查被排放巷道内（包括片帮、高冒）、电气设备附近瓦斯浓度均不超过0.5%，二氧化碳浓度不超过1%，且稳定30分钟后，由现场指挥员向地面总指挥汇报，地面总指挥汇报下达恢复送电命令，按要求送电，排放结束后，调度室做好记录。三、瓦斯报警处理程序 （一）当甲烷传感器达到0.6%时，必须立即停止施工，采取洒水冲尘，加强通风等措施，待瓦斯浓度小于0.6%时方可开始施工。（二）当甲烷传感器达到0.8%时，必须立即切断电源，停止
41、施工，沿避灾路线撤离，并向调度室汇报。第三节 瓦斯防治措施一、通风系统 1.工作面必须具有独立通风系统，并保证回风系统畅通无阻，与回风系统相连的通风设施必须牢固可靠，同时设置警示牌指明巷道避灾路线方向。 2.工作面配备专职瓦检员，发现异常及时通知撤人、停电。3.风机必须实现三专两闭锁，每班要进行倒台试验。4.掘进一队安排专人维护风筒，保证工作面风量充足，风筒与工作面距离不超过规定。二、压风自救系统 1.巷道自回风口开始每隔50m设置一组压风自救袋，数量暂定为个，确保完好有风，迎头第一组压风自救袋数量为15个，且距迎头的距离应保持在25-40m范围内，每组压风自救处必须接有独立的水源，以备人员避难时使用。2.掘进工作面压风自救管路直径不得小于寸。3.管路铺设要求牢固平直，接头严密不漏风，离地高度0.5m以上。气源接口处要有总阀门，便于压风自救的维护。4.必须在巷道口处压风管路上设置气、水分离器，保证供风清洁，防止自救袋喷头堵塞。5.压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道，其人行道宽度保持在0.8m以上。6.自救袋的高度要适当，开关位置便于操作，其高度距巷道底板1.21.3m，便于现场人员自救应用。7.巷道内每组压风自救处安设带阀