第一章 工 程 概 况
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为1604工作面联络巷。
二、掘进目的及用途
掘进目的是为形成16中04工作面回风顺槽的运输系统，满足该采区6中煤层的通风、运输、行人及管线敷设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
1、巷道设计长度：1604工作面联络巷170m（平距）。
2、服务年限：10年。
附图：巷道布置平面图
第二章 煤层特征及地质情况
第一节煤层赋存特征
1、瓦斯
该工作面6中煤层埋藏较浅，周围均为实体煤层，6中煤的最高瓦斯含量为26.20毫升/克·可燃质，预计该处瓦斯含量在10毫升/克·可燃质左右；煤尘爆炸指数为19.9，无爆炸危险。煤层无自燃发火倾向。
2、煤层顶、底板岩石性质
6中煤层顶板岩性：岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩为主，局部为粉砂质泥岩。底板岩性：以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，中部含0~1层薄煤。
巷道掘至该层段时，注意事项：
1、穿越构造带及地表冲沟时要加强顶板管理，严防漏、冒顶事故发生。
2、巷道掘进时，若淋水较大，应停止掘进，采取防治水措施并及时向计划统计部及生产技术部汇报。
3、6中煤层上、下分别距6上及6下煤层很近，施工中要定距离探测6上及6下煤层，搞清6上及6下煤层赋存情况。
4、该面回风顺槽北部为小煤矿开采区，在施工中要做好探、防水工作，严防透水事故发生。
第二节 地 质 构 造
1、总体构造形态：
井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜东翼北段，地层走向总体呈NE，倾向SE，倾角3－15°，基本为一宽缓的单斜构造。该面煤层整体呈倾向南东，倾角约6度的单斜构造，沿煤层走向有宽缓起伏，其上发育走向北东的断层构造，主要有两条落差较大的逆断层，一条倾向110°、倾角65°、落差8.0米，另一条倾向310°、倾角不详、落差6.0米。煤层上部为五凤滑坡，对6中煤赋存影响大。
2、断 层：
上月底揭露断层未过完，预计前方发育有北北西向小断层，对施工有影响。
3、巷道的顶底板：
巷道及顶底板所处地层岩性为：1. 细砂岩：厚1.5米；2.煤：厚0.5米；3. 泥岩、 粉砂质泥岩：厚1.0米；4.6中煤：厚2.3米左右；5. 泥质粉砂岩：厚0.8米；6.煤：厚0.8米；7.铝质泥岩：厚2.86米；8.细砂岩：厚2.64米。
第三
> 节 水 文 地 质
煤顶板含砂岩裂隙水，预计巷道有淋滴水，水量在2m3/h以下。
第三章 巷道支护说明
第一节 支 护 设 计
一、巷道断面
1604工作面联络巷断面为梯形，S净=7m2，S掘=8.3m2
附图：断面图
二、支护方式
（一）永久支护
巷道永久支护方式开口20m顶板采用29U型钢+W钢带+锚网支护；20m以里改用11#工字钢梯形棚+ W钢带+锚网联合支护形式，顶部锚杆采用直径20mm，长为2000mm的高强度螺纹钢锚杆，钢带采用2.8mW型钢带，每钢带4根锚杆；帮部采用直径16mm，长为1600mm等强度的普通螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm×800mm。每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固，锚固剂型号为MSK2335；帮、顶部背Φ6钢筋焊接网，网采用2000mm×1000mm，网孔为130mm×130mm，网要压茬连接。钢带及工字钢棚均800mm间距。棚腿底角采用200mm×200mm钢板，每棚设2个挂钩，挂钩20mm；拉杆采用Φ16钢筋，长800mm。
（二）临时支护
爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩。然后采用临时支护，临时支护试情况而定，采用点柱或前探梁，点柱采用3棵点柱，点柱选用直径大于或等于200㎜的铁管。点柱上端用木楔加紧，下端有不少于200㎜深的柱窝，并支在实底上，点柱均匀布置。并经常检查点柱牢固情况，发现问题及时处理；前探梁可以用两根5米长的两寸钢管，一端固定在锚杆上，一端向前伸出3米，上面放两块木板，木板上面铺两张网片。
第二节 支 护 工 艺
一、锚杆+W钢带支护
（一）支护材料
锚杆及锚固剂：顶板锚杆采用5A5钢制成的等强度螺纹钢锚杆，
直径为20mm，长度为2000mm。每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不小于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格（长×宽）为150mm×150mm，用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为25mm，每根长350㎜，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSK2335，每根锚杆锚固力不小于100KN（拱部）
（二）锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求
时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里，先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。
2、安装锚杆：
安装前应将锚孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净，吹扫时，操
作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把2卷树脂药卷送入眼底。 随后将锚杆插入锚眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂。迎头最大空顶距离为0.8米+当次循环距离，最小空顶距离0.8米，锚杆间排距可以根据围岩破碎程度进行适当减小；钻孔采用锚杆机打眼，以保证钻孔施工质量，锚杆孔距允许偏差100 mm，孔深不应小于杆体有效长度，且不应大于杆体有效长度50mm；
第四章 施 工 工 艺
第一节 施 工 方 法
1、施工前测量人员必须提前标定开口位置，标定巷道中线，严格按线施工。
2、开门前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧胶带、板梁掩护好。
3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机、接好风筒，准备各种支护材料。
4、装载运输采用工作面刮板机，直接上带式输送机的方法，在溜煤眼采用“溜煤斗+电机车”运输的方式。
5、交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。然后进行打眼
> 、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板，支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，方可进入工作面施工。
第二节 凿 岩 方 式
本规程所施工巷道均采用爆破的方法破岩。
一、打眼机具：采用YT28型风钻打眼，拱部锚杆眼采用MQT85J31型风动锚杆机打眼，安注锚杆时使用MQT85J31型锚杆安装机，风源来自地面压风机房。
二、降尘方法
采用湿式打眼、水泡泥定炮、放炮喷雾、扒装前洒水、运输过程中开放水幕的方法降尘。
第三节 爆 破 作 业
掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为150mm。
一、爆破器材
使用3号煤矿乳化炸药，药卷规格为φ32㎜×150㎜，重150g，1～5段毫秒延期电雷管引爆，MFB—200型隔爆电容式发爆器起爆。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有时要使用防水套，以免受潮拒爆。
三、起爆方式
爆破网络采用大串联全断面一次起爆。
四、炮眼布置图及爆破说明书
炮眼数目和装药量的确定：
根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：
Q=qsln
式中 q——单位炸药消耗量，q=1.1kg/m3(煤)；
s——巷道断面积，㎡,8.3㎡；
l——炮眼深度，m，取1.8m；
n——炮眼利用率，取0.9。
根据下列公式算出每茬爆所需炮眼数目：
N=q×s×m×n/（x×p）
式中 N——炮眼数目，个；
m——每个药卷长度，取m=0.15m；
x——炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5；
p——每个药卷重量，取0.15㎏。
根据以上两公式，确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为：
Q=1.1×8.3×1.8×0.9=14.8（㎏）
N=23（个）
>
附图：炮眼布置图及爆破说明书。
第四节 装 载 运 输
装载运输方式
1、装煤、运煤：采用人工将煤攉至横管刮板运输机上，通过刮板运输机运至1#溜煤眼煤仓；随着巷道的延伸，将上皮带运输。
2、材料及设备运输：材料及设备装矿车由硐口运至1#溜煤眼通风行人通道下平台，在利用JD-25KW绞车提升至1604工作面联络巷。
移刮板输送机方式
所有刮板运输机司机必须经过专门技术培训，取得合格证书后方可上岗。
开车前必须认真检查油位，各部门连接情况，机头马达必须脱开，用信号联系后方可开车。
运转中端头维护工要经常检查各种联接及油位，转动部分有无异常，冷却水是否正常。
开车时，先发出开车信号不少于2次，点动试车，正常后方可开车。
开车时，机头、机尾的煤流方向不能有人。
输送机只能运送工作面采出的煤和矸石，不许运载其他物料。更换大件必须使用刮板输送机运输时，通知输送机司机专门运料，并由跟班领导或班长采取有效措施现场组织确保运输安全。
第五节 管 线 布 置
在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每3米一个，电缆垂直度不超过50mm。水管要接口严实，不得出现漏水现象。水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，20m外使用2寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备工作面正常用水。
第六节 机 电 设 备
机电设备配备情况如下表：
主要机电设备表（一个工作面）
序号 名 称 型 号 单位 容量 数量
1 风动凿岩机 YT28型 台 6
2 局部通风机 JPT-62 台 2×30 KW 1
3 固定式车箱矿车 U型 台 15
4 锚杆机 MT-50型 台 2
5 混凝土喷射机 ZPC-VII型 台 5.5 KW 2
6 高压防爆配电装置 PB3-10，100A 台 1
7 高压防爆配电装置 PB3-10，50A 台 2
8 防爆馈电开关 DW80-350型 台 4
9 绞车 JD-25 台 25KW 1
10 刮板运输机 SGW—40 部 1
11 带式输送机 SP—800 部 1
第五章 生 产 系 统
第一节 通 风
施工过程中，采用局部通风机压入式通风。
一、掘进工作面风量计算
1、按CH4、CO2涌出量计算
Q=100×q×k=100×1.5×1.7=255m3/min
式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
100 ——
> 单位瓦斯涌出量，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——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般可取1.5～2.0。
2、按炸药量计算：
Q=25A=25×14.8=370 m3/min
式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，Kg
25——每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量。
3、按人数计算：
Q=4n=4×19=76 m3/min
式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
4——每人每分钟不低于4 m3/min的配风量；
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、按局部通风机的实际吸风量计算：
Q= Q局×I=680×1=680 m3/min
式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min
I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。
5、确定掘进工作面实际需要风量：
确定掘进工作面实际需要风量为680 m3/min
二、掘进工作面风量、风速测算：
1、根据断面积8.3㎡和掘进工作面实际需要风量680 m3/min，验算出巷道风速为：
V正= Q /S=680/8.3×60=1.36m3/min
式中 V正——巷道风速，m/s；
Q——巷道风量，m3/min
S——巷道断面积，取8.3㎡；
根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤岩巷最低允许风速为0.25 m/s，最高允许风速为4 m/s，以上计算出巷道风速为1.36 m/s，符合《煤矿安全规程》规定。
通过以上计算及测算，在根据通风区实测2×30kW风机在该处的全风压风量为680 m3/min，所以选择2×30kW对旋风机能够满足1604工作面联络巷供风需求，并符合有关规定。为保证工作面正常供风的需要，选择双风机、双电源方式供风。
三、局部通风机安装地点和要求
（一）局部通风机安装地点
局部
> 通风机安装在主平硐距1#溜煤眼通风行人通道硐口10米以外的地方。
（二）局部通风机安装要求
1、风机必须放在风机托架上，距离地面不小于300mm。
2、风机开关必须上架，风筒距工作面不得大于6m，保证工作面足够新鲜风流。
3、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“三专”（专用线路、专用开关、专用变压器）“两闭锁”（风电闭锁、瓦电闭锁）。
4、风筒吊在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，平直不出现拐死弯现象。
5、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。
6、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风。
四、一通三防安全技术要求
通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4 m/min，保证巷内风速不低于0.15m/s、不高于4 m/s，保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。
五、通风系统
进风：局部通风机 1#溜煤眼通风行人通道 1604联络巷 工作面
回风：工作面 1604联络巷 1#溜煤眼通风行人通道
主平硐
工作面 1604联络巷 第二中部车场
副平硐
附图：巷道通风系统图。
第二节 压 风 系 统
地面压风机房 主平硐 1#溜煤眼通风行人通道 工作面
分别用6寸、4寸、2寸铁管和1寸胶管沿路接入工作面。
第三节 综 合 防 尘
防尘水源来自地面静压水塔，经主平硐 1#溜煤眼
> 通风行人
巷道 工作面，分别用6寸、4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。具体防尘措施如下：
1、1604工作面联络巷巷道中，至少设2道水幕：一道为固定水幕，距回风口50米；一道为移动水幕，距工作面30～50m。巷道内沉积煤层长度小于5m，厚度小于2㎜。
2、施工过程中，必须敷设2寸静压水管，每隔50m安装一个三同阀门，水管吊挂平直，高度不低于1.8m。管路上下间隔0.15m.。
3、工作面必须采用湿式打眼，做到无水不开钻，停水停钻并使用水炮泥。
4、装煤、转载点附近设喷雾洒水装置，装煤前要进行喷雾洒水。各转载点洒水开机开水、停机停水。
5、水幕和转顶板距离载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用焊接固定架，水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90%，水幕安装距离不大于300mm。
6、巷道铺设排水管路。巷道低洼处掘水泵窝，规格（深×宽×高）为1000㎜×1000mm×1500mm。
7、定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周1次。
8、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。
9、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
工作面防火水源来自地面静压水塔，经副平硐→第二中部车场→工作面，分别用6寸、4寸、2寸铁管和1寸胶管接入工作面。具体防尘措施如下：
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、布头、纸等）必须存放在盖严的铁桶内，用过的棉纱布头和纸也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、废油留在巷内或硐室内。
3．严禁将剩油、废油泼在巷道内。
4．严禁明火作业和电器失爆。
5．用静压水管作为消防水管。
6．各布带式输送机机头配备2只合格的灭火器、1把消防楸和0.2m3的灭火砂，灭火器必须放置在架子内，吊挂在离带式输送机机头5m便于取用的地方。消防楸及灭火砂不得移做他用。
7．灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》第二百四十四条规定执行。
8．若电气设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。
9．严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
第五节 安全监控系统
通风监测仪表及其布置
监测仪表的数量及型号
工作面必须吊挂2F-5型瓦斯传感器2台，KCKTC10型局部通风机开、停监测器1台。
2．布置位置
瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板0.2m，距巷壁0.5m.其中一台距工作面5m处,另一台吊挂在距回风绕道12m处回风流中。局部通风机开、停
> 监测器安设在风机专用线上。
3．监测电缆铺设在动力电缆上方0.1m处。
4．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CCH4大于1.0%，断电范围为工作面及附近20m内全部电器设备；回风口处瓦斯传感器的断电浓度为CCH4大于1%，断电范围是掘进工作面巷道中全部电器设备。
5．瓦斯传感器复电瓦斯浓度：当瓦斯降低到1%以下时，方可为断电设备复电；局部通风机因故停转，恢复运转时必须符合《煤矿安全规程》第一百四十一条规定。
二、便携式甲烷报警仪的设备和使用
1．队长、技术员下井时必须携带甲烷报警仪，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%），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
掘进工作面电源从井下临时变电所KBZ-400馈电开关引入，掘进口设一QBZ-200磁力起动器作为工作面动力电源总开关，控制工作面喷浆机及照明等动力设备。各动力设备采用选择性开关控制设备起、停操作。
井下临时变电所→主平硐→1#溜煤眼通风行人通道→1604工作面联络巷。
第七节 供排水系统
供水系统水源来自重庆巨能公司副平硐水管，经第三联巷→主平硐→1#溜煤眼通风行人通道→1604工作面联络巷。
正常施工掘进工作面平均涌水量按20 m3/h，在巷道施工中从1#溜煤眼通风行人通道水沟排放到主平硐水沟内。
排水系统：工作面→1#溜煤眼通风行人通道→主平硐→地面。
第八节 运 输 系 统
运料系统：地面→主平硐→1#溜煤眼通风行人通道→1604工作面联络巷。
运煤、矸系统：工作面→溜煤眼→主平硐→地面。
第九节 通 讯 系 统
本工作面在各部带式输送机头、尾各安设1部电话，便于井上井下联系，电话距工作面不超过100m。
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳 动 组 织
巷道掘进采用每天“三八制”（一天3班，每班8h）组织生产。劳动组织如下表：
劳动力组织（一个工作面）
序号 工 种 人 员 配 备
早 班 中 班 夜 班 小 计
1 打眼支护工 6 6 6 18
2 运输工 2 2 2 6
3 放炮员 1 1 1 3
4 通风工 1 1 1 3
5 信号工 1 1 1 3
6 拌料工 4 4
7 混凝土喷手 2 2
8 班长（兼） 1 1 1 3
> 合 计 18 12 12 42
第二节 循 环 作 业 图 表
作业循环图表
序号 工序 工作量 时间 早班 中班 夜班
min 8~16 16~24 24~8
1 交接班、检查处理安全、临时支护 40
2 锚杆支护：11~22根 120
3 打眼 53m 90
4 装药、放炮、排烟 一次起爆 90
5 装岩运输 140
第三节 主要技术经济指标
主要技术经济指标见下表：
技 术 经 济 指 标 表
序 号 指 标 单 位 数 量
1 巷道断面（净/掘） ㎡ 7/8.3
2 硬度等级煤f 3～4
3 每循环眼数 个 27
4 每循环进尺 m 1.6
5 每班循环次数 次 1
6 每班进尺 m 1.6
7 每日进尺 m 4.8
8 每月进尺 m 144
9 每循环煤矸量 m3 13
10 工人数 名 45
11 炸药定额 ㎏/m 9.2
12 雷管定额 个/m 17
第七章 安全技术措施
第一节 一 通 三 防
通风管理
1、局部通风机必须由指定专人负责管理，每班由班组长负责管理，保证正常运行，
2、使用局部通风机，无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开动局部通风机开启局部通风机，严格按《煤矿安全规程》第一百二十九条、第一百四十一条规定执行。
3、临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏警标、禁止人员进入并报调度室。
4、风机实行挂牌管理。牌板吊挂在风机旁的锚杆上，并与风机平行吊挂。
5、每月定期检修局部
> 通风机，严格执行检修停风、停电审批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风、停电现象。
6、队长、跟班队长、技术员、班组长、电钳工必须班班携带便携式瓦斯自动监测报警仪，机组司机工作前必须将便携式瓦斯报警仪吊挂于机组上方锚杆上，随时观测瓦斯浓度。
7、工作面回风流中瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时，按《煤矿安全规程》第一百三十六条、第一百三十八条、第一百三十九条执行。
8、瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。
遇上述情况，必须及时加强通风，停止工作面进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时，在进行工作。若情况危急，及时撤离危险区。
二、防尘管理
1、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设2寸静压水管，并每隔50m安设一道三通阀门。
2、煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。
3、巷道安设净化水幕两道，固定水幕在距回风口绕道50m处，移动水幕距工作面30~50m处，水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于0.3m。
4、打眼必须坚持湿式打眼，严禁打干眼。
5、煤尘堆积厚度不得超标（即厚度达到2mm），全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗、清洗工作，连同巷内浮煤定期清运。
6、司机及巷内工作面人员佩带防尘口罩。
7、刮板输送机与带式输送机的转载落差不得超过0.5m，否则应安装适合的煤流导向板。
8、防尘设施、设备定专人管理，不得随意拆除。
三、防火管理
1、井下输送机用阻燃胶带。
2、巷内浮煤定期清除，煤尘定期冲洗。
3、电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、队值班人员作详细汇报。
4、井下使用过的棉纱布头、润滑油、纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专人当班运出。
5、严禁火种入井，严禁使用灯泡取暖。
6、用静压水管作消防水管。
7、严禁明火作业，严禁电气失爆。
8、在易摩檫、撞击产生火花的地方洒水降温。
9、各部胶带头配备2只合格的灭火器，1把消防锹和0.2m3的灭火砂，灭火器必须放置在架子内，吊挂在离带式输送机头5m便于取用的地方。相反法锹及灭火砂不得移做他用。
四、防瓦斯及排放措施：
1、
> 防瓦斯事故，严格按《煤矿安全规程》（以下简称《规程》）第136~143条有关规定执行。严格执行“一炮三检”等矿井瓦斯检查制度。加强对巷道超高部位的瓦斯检查。保证巷道的风量及风速达到规程要求。
2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。电动或者其开关地点20米范围以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转、撤出人员、切断电源、进行处理。
3、加强通风管理和瓦斯监测，跟班队长、班组长和放炮员使用好瓦斯检测报警仪，加强对瓦斯的监控。强化对局部通风机的管理，局部通风机供电严格执行“三专两封锁”，提高风筒敷设质量，确保工作面的有效供风。使用好两台瓦斯报警仪，两台主机均设在配电点。
4、控制风流，排除独头巷道积聚的瓦斯，须先检查瓦斯，计算排放瓦斯量、供风量和排放时间，制定控制排放瓦斯的方法，严禁“一风吹”。当局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机，向独头巷道送入有限的风量，逐步排放积聚的瓦斯，确保独头巷道中排出的风流在同全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过1.5%。限制送入独头巷道中风量，可采用的方法：在局部通风机排风侧的风筒接头对合空隙的大小，调节送入的风量；局部通风机排风口装设三通调节器等。
5、确定排放瓦斯的流经路线和方向，风流控制设施的位置，各种电气设备的位置，通讯电话位置，瓦斯探头的监测位置，必须做到文图齐全，在图上注明。
6、明确停电撤人范围，凡是受排放瓦斯影响的硐室、巷道和排放瓦斯切断安全出口工作面，必须撤人，停止作业，指定警戒人员的位置，禁止其它人员进入。
7、排放瓦斯流经巷道内的电气设备，必
> 经验的老工人监视顶板变化情况，避免抢救人员受伤；抢救时，由外向里进行，抢救时必须支设临时支护。
（4）透水预兆：掘进工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑有臭味等异状时，必须停止工作，采取措施报调度室；如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点人员。
（5）顶板来压预兆：托板压烂严重；顶板有“闷炮”声，巷道掉渣片帮严重；顶板破碎；顶板下沉离层有裂缝；打眼时卡钎。
遇上述情况时，工作面必须停止工作，采取措施进行处理架设临时木点柱、增大锚杆支护密度、减少空顶距离、采取锚网支护排间距缩小、并紧跟工作面，遇危急情况及时撤离危险区。
3、瓦斯异常涌出预兆：工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁
发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。
4、避灾路线图：
水灾避灾路线：
迎头 → 第二中部车场 → 副平硐 → 地面
迎头 → 1#溜煤眼通风行人通道 → 主平硐 → 地面
火灾避灾路线：
迎头 → 1#溜煤眼通风行人通道 → 主平硐 → 地面
瓦斯、煤层爆炸避灾路线：
迎头 → 1#溜煤眼通风行人通道 → 主平硐 → 地面
五凤煤业掘进队
二00七年八月二十五日
目 录
第一章 工程概况 1
第二章 煤层特征及地质情况 1
第一节 煤层赋存特征 1
第二节 地质构造 2
第三节 水文地质 2
第三章 巷道支护说明 2
第一节 支护设计 2
第二节 支护工艺 3
第四章 施工工艺 4
第一节 施工方法 4
第二节 凿岩方式 5
第三节 爆破作业 5
第四节 装载运输 6
第五节 管线布置 7
第六节 机电设备 7
第五章 生产系统 7
第一节 通风 7
第二节 压风系统 10
第三节 综合防尘 10
第四节 防灭火 11
第五节 安全监控系统 11
第六节 供电系统 12
第七节 供排水系统 13
第八节 运输系统 13
第九节 通讯系统 13
第六章 劳动组织与主要技术经济指标 13
第一节 劳动组织 13
第二节 循环作业表 14
第三节 主要技术经济指标 14
第七章 安全技术措施 15
第一节 一通三防 15
第二节 顶板管理 18
第三节 爆破 20
第四节 防治水 22
第五节 机电 22
第六节 运输 23
第七节 其他 25
第八章 灾害预防、处理及避灾路线图 27
