水仓作业规程

编号2010-4＿

鬃岭镇左家营煤矿

（井底）

水仓掘进

作 业 规 程

编制________________

2011年8月28日

会 审 意 见 矿 长 生产副矿长 技术负责人 安全副矿长 机电副矿长 跟班矿长 跟班矿长 审批意见： 年 月 日

贯 彻 情 况 贯彻人 贯彻时间 参加人数 名 参加人员（签字） 参加人员（签字） 参加人员（签字）

一、巷道布置及用途

主井至副井之间布置水仓，上至一区段101、102甩道下联络巷中间开口（副井至主井10.1米）的地方为中开口，与主井进风下山石门、主井运输下山石门并列布置，是作为+1798水平以上的采煤服务、安全出口及与主井、风井联络的主要巷道，巷道下端开口标高为：+1790.m；上端在水泵房36米的平巷变坡后50米与水泵房的吸水眼贯通。开门位置在36m处变26度的坡度走14米，按方位270度破帮开口，主水仓水平推进50米，副水仓水平掘进30米，比车场低6-7m后,而后按坡度0º方位90º开平巷，主水仓掘进长度约50m；副水仓掘进30米，主、副水仓贯通水泵房迎巷道。具体见施工图。

二、巷道围岩的特征，掘进范围内已有的采掘情况，掘进范围内预计水文地质、地质构造及平面布置图：

左家营煤矿矿区内可采煤层有7层，即1、2、3、6、7、8、10号煤层。

现分述如下：

1号煤层（M1）：黑色，细条带夹中条带状结构，半亮型，顶板为泥质灰岩，局部为粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。煤层厚1.10～2.10m，平均厚1.80m，厚度变化不大。一般有1层夹石，结构简单，全区可采煤层。

2号煤层（M2）：黑色，细条带夹中条带状结构，半亮型，顶板为灰岩，局部为粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。煤层厚1.00～1.60m，平均厚1.50m，厚度变化不大。一般有1层夹石，结构简单，基本全区可采煤层。

3号煤层（M3）：黑色，细条带状结构，半亮型，顶板为粉砂岩，

局部为泥质粉砂岩，底板为泥质粉砂岩，一般有1层夹石，煤层厚1.05～2.10m，平均厚1.50m，煤层厚度变化不大。属结构简单、厚度稳定、全区可采煤层。

6号煤层（M4）：黑色、褐黑色，细～中条带状结构，半亮型，一般0-1层夹石，全层煤层厚0.90～1.40m，平均厚度1.25m，属结构简单、厚度较稳定、基本全区可采煤层。顶板为粉砂质泥岩，底板为泥岩。

7号煤层（M5）：黑色，细条带状结构，半亮型，顶板为泥质粉砂岩，局部为泥质粉砂岩，底板为泥质粉砂岩，一般0-1层夹石，全层煤层厚0.90～1.50m，平均厚1.30m，厚度变化不大，属结构简单、厚度稳定、全区可采煤层。

8号煤层（M6）：黑色、褐，细条带状结构，半亮型，顶板为泥质粉砂岩，局部为泥质粉砂岩，底板为粉砂质泥岩，一般1层夹石，全层煤层厚1.60～2.50m，平均厚2.10m，厚度变化不大，属结构简单、厚度稳定、全区可采煤层。

10号煤层：黑色、褐，细条带状结构，半亮型，顶板为粉砂质泥岩，局部为泥岩，底板为粉砂质泥岩，一般1层夹石，全层煤层厚1.00～1.30m，平均厚1.10m，厚度变化不大，属结构简单、厚度稳定、全区可采煤层。

2、水文地质情况：

矿区内地表水系属长江流域乌江上游抵母河支流，抵母河为区域最低侵蚀基准面。区域内地下水主要为碳酸盐岩岩溶水和碎屑岩裂隙水.

龙潭组煤矿床与上覆的中～强岩溶含水层之间有隔水能力较好的飞仙关组地层相隔，上覆的中～强岩溶含水层对矿床开采影响较

小，只是当导水断层或其他导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源。龙潭煤组煤矿床下伏的茅口组强岩溶含水层与煤矿床之间有峨嵋山玄武岩组地层隔水，其地下水对煤层开采充水影响小，故区域内煤矿床属以裂隙充水为主，水文地质条件简单。

3、地质构造

矿区及其邻近出露的地层从老到新有：二叠系上统峨嵋山玄武岩组、龙潭组、长兴、大隆组，三叠系下统飞仙关组及第四系。

龙潭组(P3l)为本矿区含煤地层。岩性以深灰色粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩为主，含煤50层左右，含可采煤层十余层。平均厚320m。与下伏地层呈假整合接触。据其岩性、岩相及含煤性分为三段。

下段：煤系地层底界至K8底界，厚度变化大，含煤性较好，可采煤层有28、31、32号，岩性主要为泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩，产腕足类、瓣鳃类动物化石及大羽羊齿、栉羊齿等植物化石，底部约3m厚铝土质泥岩。厚69.45～115.23m，平均厚82.50m。

中段：K8底界至K4底界，厚度变化大，无可采煤层，岩性主要为细砂岩，其次为粉砂岩、泥岩，产少量动物及植物化石。厚104.18～154.24m，平均厚124.08m。

上段：K4底界至K1底界（长兴、大隆组底界），为主要含煤段，含可采煤层9层，主要以粉砂岩、泥岩为主，细砂岩少量，产腕足类、瓣鳃类、螺等动物化石，煤层顶板产大羽羊齿、鳞木等植物化石。厚107.00～134.00m，平均厚114.19m。

矿区位于织纳煤田西部阿嘎背斜北东翼南段，地层总体走向SW～NE向,倾向NW,倾角7～19°一般13～16°。

矿区南东部边界附近发育有一条正断层（F1）：倾向NW，走向NE-SW，区内延伸长度约1000m，地层断距约30m。

矿区北部山高坡陡，易形成滑坡、崩垮等地质灾害，对煤矿井口及炸药库的安全构成威胁。

4、巷道布置平面图（见图1）： 三．巷道形状、断面尺寸、支护型式： 1、断面形状及巷道支护：

水泵房采用挂网锚喷、半园拱支护，规格:净宽：2.6m，净高：2.6mm，净断面积：6.05㎡，掘进断面积：6.7㎡。喷浆厚度不小于100mm。

主、副水仓和管子道规格:净宽：2.6m，净高：2.6m，净断面积：6.0㎡，掘进断面积：6.7㎡。喷浆厚度不小于100mm。 2、断面图（如图2）

3、采用挂网锚喷支护，锚杆布置平面示意图（如图3）： 四、掘进方式、工艺流程，钻眼爆破法及爆破说明书： １、掘进方式：采用钻爆法施工，风钻打眼，楔形掏槽，使用煤矿3＃安全许用炸药、毫秒电雷管前三段连续。

２、掘进机具： 风钻：ＹＴＰ－26型， 钻头：“一”字型钻头，

钻杆：1.8m长，中空六角碳素钢钻杆， 放炮器：MFB-100型电容式启爆器。 锚杆钻机：MQT-130 喷浆机： HPH-V/C 3、工艺流程：

安全检查→打眼→检测瓦斯→装药→检测瓦斯→放炮→检测瓦斯→安全检查→临时支护→运矸→永久支护（锚网喷）

4、爆破说明书：

⑴ 炮眼布置图（如图4）

爆破说明书：

装药俯炮眼炮眼深水平 仰编 号 度（m） 角 角 单眼量起炮项 目 每循环炸每m消耗 药消耗 炸药15 (kg) 雷管15 装药 (kg) 顺序 1～6 1.2 75 03.6 0 3*0.2 4.4 1 7～17 1.0 0 0 2*0.2 2 (个) 3 炮眼长40 40 向周边18-34 1.0 9 935-40 1.0 0° ° 3*0.2 3.6 01*0.2 3.4 度(m) 炮眼利3 用率(%) 循环进 尺（m） 42.2 爆破岩体(m) 30.86 6.7 1.0

雷管种类：毫秒电雷管 放炮器型号：MFB-100型 放炮母线规格：2³1.5二芯电缆 放炮母线长度：350m

（2）撤人范围：副井内的所有人员。

放炮位置：目前执行地面放炮。全压通风形成后在反向风门以外的进风流中或避难所内，且工作面的距离不得小于300米。 （3）岗哨位置（如图所示）：

1）、全压通风形成后1号岗哨位于主井底车场上面，2号岗哨位于风井井底车场上面，（控制主井、风井人员不进入放炮区） ，3号岗哨位于副井井口（控制人员不得进入放炮区） 2）、目前执行地面放炮，岗哨位置图（如图5）： 5、工程质量标准及要求

（1）水泵房采用挂网锚喷、半园拱支护，规格:净宽：3.8m，净高：3m，净断面积：9.85㎡，掘进断面积：10.68㎡。喷浆厚度不小于100mm；主、副水仓和管子道规格:净宽：2.6m，净高：2.6m，净断面积：6.0㎡，掘进断面积：6.7㎡。喷浆厚度不小于100mm。 （2）支护形式：采用挂网锚喷、半园拱支护。墙高1.3m （3）严格按中腰线施工，腰线至巷道底板高1.0M,坡度为1°方位180º。

（4）当巷道围岩稳定时，巷道采用锚网喷浆、半园拱支护，中

线至任一帮允许误差为±50 mm，腰线至顶、底板距离允许误差为±50 mm；锚杆间、排距为0.8³0.8m，软岩地点可适当缩小（600～800 mm），可以加拱圈；锚杆方向应尽量垂直岩层面，最小角度不小于75；锚杆均使用配套螺母紧固，锚杆托板必须紧贴岩层面，相邻两块网之间要用14号铁丝连接，连接地点要均匀布置，间距为200 mm。喷浆所用的水泥、砂子相互配合比为1：3。巷道表面平整，喷射均匀，无裂缝，在1 m2的范围内凸凹不平不得大于50 mm。

（5）文明生产，巷道内无淤泥积水，杂物、材料堆放整齐，风水管路电缆吊挂要求成一条直线，搞好文明生产。

（6）严格工程质量管理，严格按工程质量标准施工和验收，不合格部分立即整改，合格后方可验收。

（7）每班打钻前必须将巷道中腰线延到迎头，严格按中腰线施工。

五．通风量及局部通风系统图： 1、通风方式及供风距离

采用压入式通风，供风距离为310m 2、风量计算

（1）、按炸药使用量、通风距离计算： Q掘＝25³A=25³15=375m3/min A：同时爆炸的炸药量，15公斤， （2）、按最多工作人数计算： Q掘=4n=4³9=36 m3/min

Q掘：掘进工作面实际需风量m3/min

4： 每人每分钟供给最低风量4m3/min n：掘进工作面同时工作的最多人数9人 （3）按瓦斯涌出量计算:

Q=100qa³Ka=100³2.1³2=420方／分 qa 为掘进头瓦斯绝对涌出量2.1方／分， Ka 为掘进头瓦斯涌出不均衡系数1.8-2。 掘进头需风量Q掘取420方/分 3、风量验算：

（1）、按最低风速验算：

Qmix ≧15S =15³6.7=100.5m3/min （2） 、按最高风速验算：

Qmax ≦240S= 240³6.0=1608 m3/min Qmix ＜Ｑ掘＜Ｑmax

根据以上计算，最终确定风量为420m3/min

局扇选型：局扇选择FBD-NO 5.6型,风量：460--280m3/min，全压：880—3400Pa,功率：2³11KW。风机安装在主井口10M以外. 通风系统图（如图6）：

六．矸、材料、设备的运输： １、轨道铺设：

铺设15kg/m的钢轨，轨距为600mm，交岔点道岔选用简易道岔，木轨枕，枕木间距为1m。要求轨道铺设接口严密、平直，转弯园滑，严格按轨中线和腰线施工。

２、装岩及运输方式：

首先考虑用搪瓷溜槽往下溜，若安全、效果差再考虑采用0.75T型侧翻式矿车装矸，扒碴机装车、绞车运输。

七、煤与瓦斯突出的防治

我矿按突出矿井管理，主要采取“四位一体”的综合防突措施。 （一）、突出危险性预测预报 1、石门揭煤工作面突出危险性预测

石门揭开煤层前，设计采用钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性，具体操作步骤和方法为：在石门工作面距所揭煤层最小垂距5m时，打两个直径为75mm的预测钻孔（可利用探煤钻孔），在其钻进煤层时，用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值（或△h2值）。钻屑瓦斯解吸指标的临界值，以矿上实测数据为准。目前，矿上无实测数据，根据《防治煤与瓦斯突出细则》提供的数据，参照表2-3所列指标临界值预测突出危险性。当指标超过表2-3中的任一临界值指标时，该石门工作面就视为突出危险工作面。

表2-3 钻屑解吸指标临界值表

钻屑 种类 干煤 湿煤 △h2（Pa） 200 160 钻屑解吸指标临界值 K1(mL/g²min) 0.5 0.4 1/2

1、石门揭煤工作面防治突出措施

在石门揭穿突出煤层前，必须打钻孔控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力，预测石门工作面的突出危险性。具体实施步骤和方法为：

（1）在石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探钻孔，详细记录岩芯资料。地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层20m（垂距）之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，准确掌握煤层层位、厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯等情况。

（2）在石门工作面距煤层5m（垂距）以外，打2个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定石门所揭煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5m。

（3）为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，在石门工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距离不得小于2m。

（4）在实施防突措施时，石门揭煤工作面与煤层之间必须保持不小于3m的岩柱。

石门揭煤工作面防治突出措施可采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架等措施。设计结合本矿的生产实际情况，优先采用排放钻孔排放瓦斯防治突出措施。

排放钻孔布置在石门周界外3～5m的煤层内，排放钻孔的直径为Φ75mm，钻孔间距根据实测的钻孔有效排放半径确定，目前，矿井无实测数据，设计取孔底间距为2m。

为防止石门过煤后，因煤层的自重或石门放炮的震动影响造成石

门过煤后，仍发生煤与瓦斯突出，要求矿井在石门揭开煤层后，除应及时搞好石门过煤段的支护，背严实好顶帮外，还应及时向石门四周的煤层施工好瓦斯抽放钻孔，及时卸放石门四周的煤层瓦斯压力，或及时注射凝固剂将石门四周的煤层凝固。

(三)、防治突出措施的效果检验

石门揭煤工作面防治突出措施的效果检验

石门防治突出措施执行后，采用钻屑指标检验措施效果。检验孔布置4个，其中石门中间1个，位于措施孔中间，其它3个孔位于石门上部和两侧，终孔位置位于措施控制范围的边缘线上。效果检验的各项指标在石门揭煤工作面突出危险性临界值表2-3以下，措施有效。否则措施无效，需采取其它补充措施，直到措施有效。防突专门机构必须按附表2填写防治突出技术措施效果检验报告单，并报总工程师审批。

(四)、安全防护措施

当防突措施有效时，可在采取以下安全防护措施的情况下开展掘进工作：

1、加强工作面通风瓦斯管理，工作面风量不得小于作业规程的规定，配备专职瓦斯检查员，经常检查工作面瓦斯及通风安全设施完好状况，当施工过程中发现瓦斯涌出异常、片帮掉渣、响煤炮、支架来压，打钻时出现夹钻、顶钻、喷孔等突出预兆时，必须立即停止作业，按避灾路线将人员撤出。

2、工作面严禁使用风镐、手镐挖掘实体煤，只能采用放炮落煤，

并严格执行“远距离放炮”的放炮制度。

3、作业人员必须随身携带隔离式自救器，并熟悉自救器的使用方法。

4、严格执行“允掘”制度，在工作面设置防突允掘牌板，并设立允掘进尺的明暗标志，以便施工队和管理人员随时校验，严禁超掘。

5、工作面安装瓦斯传感器（见下第七节），对工作面实行24小时瓦斯监控，严禁瓦斯超限作业。

6、工作面严禁机电设备失爆，电缆必悬挂整齐，电缆与放炮母线必须分开悬挂，放炮母线严禁有明接头。

7、局扇实行“三专”供电，并完善“两闭锁”。 8、完善避灾峒室

（1）、避灾峒室设向外开的严密的隔离门。

（2）、避灾峒室内安装压风自救系统、水管和直通调度室的电话。 （3）、配备一定数量的自救器。

9、经常对职工进行安全技术培训，不断提高职工的安全技术素质。

10、安全、生产管理部门人员经常深入井下指导工作，制止“三违”。

11、未尽事宜严格按《防突规定》的有关条款执行。 八、主要安全技术措施： （一）、火药和放炮管理：

(1)、•严格火药管理，执行“班领班退，班班结算”的火药管理

制度。炸药和雷管必须分别贮存和运送，并落好锁。多余的火药和雷管必须退回火药库或由放炮员现场交接班。严禁将多余的火药藏在井下。

(2)、•严禁停风机放炮，每次放炮后必须经过不少于30分钟的纯通风时间，待炮烟及其它有毒有害气体被吹散后，作业人员才能进入迎头。

(3)、•每次放炮后，放炮员，瓦斯检查员和班（组）长必须首先巡查爆破地点，检查通风、瓦斯、顶板、支护和爆破效果等情况。遇放炮不响、瞎残炮，必须严格按《规程》第三四十二条规定进行处理。

(4)、严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度，瓦斯检查员负责检查瓦斯，放炮员负责装药、联线，班组长负责清点人数、设置警戒，只有这些工作完成后，才许放炮。

(5)、•放炮器和钥匙由专职放炮员随身携带，每次放炮后必须将放炮母线纽接成短路，放炮母线不许出现明接头。

（6）、放炮时，井下所有工作面作业人员必须撤至井口，实行地面放炮；待全压通风行成后可以撤到反向风门以外进风巷的安全地点,且距掘进工作面不得小于300米，否则不准放炮。

（7）、打眼前必须进行敲帮问顶，以防止打眼时顶帮掉矸伤人；并有瓦斯检查员检查作业地点风流中瓦斯和局部瓦斯浓度，同时检查施工地点的安全情况；若瓦斯浓度达到1.0％时及施工地点存在的安全隐患时，必须先进行处理后，方准打眼；若有处理不了的问题时，必须请示值班人员，然后按要求作业。

（8）、打眼严禁在裂隙、残炮窝及处理的残炮、拒绝眼中布置炮眼。

（9）、放炮前，瓦检员必须检查放炮地点附近20m以内的瓦斯浓度，当瓦斯浓度低于0.8%时方可放炮。

（10）、每个炮眼必须充填好水炮泥。并用黄泥充填，长度不小于0.6m，严禁用煤粉或其他杂物代替黄泥，不装水炮泥或装黄泥长度不够，不准放炮。

（11）、有下列情况之一者，严禁装药放炮： 1）未执行“一炮三检”的放炮制度； 2）巷道内不畅通；3）警戒未设好，人员未撤到警戒以外，设岗人未通知放炮员以及未汇报设岗撤人情况；4）当班人数未清点清楚；5）警戒距离达不到本作业规程规定；6）没有发出放炮信号。

（12）、严格执行\"一炮三检查\"和\"三人联锁放炮\"制度，放炮电源只许用放炮器。放炮后，取下放炮器钥匙保管好，并将放炮母线扭成短路。

（二）、通风防瓦斯措施： 1、通风管理：

（1）风筒吊挂平直，做到逢环必挂、缺环必补，风筒不准漏风，距工作面距离不得超过5m。

（2）局扇由专人管理，任何人不得擅自停机。

（3）局扇要装有风电、瓦斯联锁装置，停风机时能自动切断供风巷道内的一切电源。

（4）由于停电或者其他原因造成局扇不能正常运转时，要停止作业，切断电源，撤出人员，在恢复通风前必须检查瓦斯，当局扇及开关附近10m风流中瓦斯不超过0.5%时，方可开启局扇。

（5）临时停工地点不得停风，否则必须设置棚栏警示，严禁人员进入。

2、防瓦斯管理

（1）当局扇停止运转时，必须将工作人员全部撤到安全地点，切断电源。恢复通电前，必须检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部局扇恢复正常通风。工作面风流中，电动机或者开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。严禁无风、微风作业，风筒未端距工作面的最大距离不得超过5m。

（2）工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止打眼，达到0.8%时必须停止工作，撤除人员，采取措施，进行处理，只有在瓦斯浓度降到0.8%以下后才能恢复作业。

（3）工作面回风流中的瓦斯浓度超过0.8%时必须停止工作，撤除人员，采取措施，进行处理。只有在瓦斯浓度降到0.8%以下后才能恢复作业。

（三）、过断层，破碎带，防止冒顶片帮安全技术措施： １、坚持敲帮问顶制度，每班作业前和作业过程中及时挑落施工地点和工作途径顶帮松动矸石，对大块松动又不能及时敲落的矸石，

必须采用打点柱等临时办法进行处理；对支护上方冒空区要用旧木打木垛接顶,然后用矸石填满。

２、加强地质预测预报工作，使用合理的支护形式。

３、对围岩破碎地段，严禁空帮空顶作业，及时进行临时支护和永久支护，冒顶过高地段必须用木垛接顶,然后用矸石填满。

４、遇巷道过烂，必须有1～2名有经验的大工在场作业，且必须有专人观察安全，严禁一人单独作业或两人同作一道工序，在过烂地点严禁有人休息或作与之无关的工作。

5、巷道中矸石必须及时运走，矸石堆积不得超过巷道断面的三分之一，否则必须停掘出矸。

（四）、机运安全技术措施：

（1）、打钻时，扶钻工必须站在钻机的一侧，严禁人员在钻杆下横穿，以防止断钎伤人。

（2）、所有机电设备必须保证防爆性能良好，严禁出现失爆现象。 （3）、电缆、监控线必须按规定悬挂好严禁丢在地上或大盘堆积。 （4）、人力推车严格按<<规程>>第362条执行。

（5）、电气设备的安装、使用和管理，必须严格执行<<规程>>第446、447、455条的规定。

(6)、安装反拉绞车必须固定牢反向滑轮，不经安全部门验收合格不得开车。

（五）、综合防尘措施：

（1）、在巷道内离掘进迎头不大于20m处安装移动式喷嘴喷雾；

（2）、搞好个体防护，人员进入工作面必须佩戴口罩； （3）、坚持湿式作业，洒水装矸。

（4）、装药时必须使用水炮泥，剩余部分用黄泥充填满。 （5）、定期冲洗风筒及巷壁上的粉尘。 （6）、坚持使用水炮泥，防止放炮着火。

（7）、每隔50m安设一组喷雾装置，放炮前开启喷雾装置。 （六）、贯通安全技术措施：

（1）、技术部门认真搞好贯通测量，做到贯通准确无误。 （2）、及时画好巷道的中、腰线，准确指挥巷道施工。 （3）、贯通时两头瓦斯均不得超过0.8%。

（4）、贯通前做好调节风流的准备工作，贯通后及时调整好风量分配。

（5）、贯通放炮前必须在贯通处两头检查、撤人。 （七）、保证工程质量的措施：

（1）、严格按巷道规格要求和锚喷质量要求施工。

（2）、严格质量验收标准，做到班有互检、对有日检、矿有旬检，不合格的地方及时返工。

（八）、防止误穿煤层的措施：

（1）、加强巷道地质层位观察，搞好地质预测预报。

（2）、当巷道遇到断层变化带不能准确判断巷道层位时，必须采取“长探”和“短探”的办法探明地质情况，再根据具体情况采取响应措施。

（九）、防止矸石下溜伤人的措施：

（1）、采取上山一边设溜矸道，一边行人的措施；先在巷道中间打好中柱，再用木板在巷道的一侧钉出溜矸道，溜矸道高度不小于1m；行人的一边要做好扶手；上山要求铺好地杠或梯步。

（2）、在离迎头5m左右做好挡矸栏，挡矸栏用ø12公分以上的木料2—3根打在巷道中间，用厚度4公分以上的木板钉0.8m高，防止矸石下落伤人。

（3）、在巷道前进方向的右帮每隔20m掘一躲避峒，以利人员躲避。

（4）、在回风上山入口处和迎头各装一台电话机，人员上下必须取得联系。

（十）、 防治水措施

1、严格坚持“有掘必探、先探后掘”原则，探150m掘进130m：以保证30m的安全距离，施工队必须严格按照本设计进行施工，以确保施工安全。

2、采用150型钻机施工。施工地点安装钻机时，必须先检查施工地点的支护情况，加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板；钻机安装前，将钻机清理干净，不得有渣子、异物，并加足润滑油。

3、装好钻机试运转前，要检查液压油，并补充、更换油脂，试运转，确认钻机无问题后，调整钻机方位、角度，打好压柱撑杆，所有村柱撑杆吃劲有力，不得有松动。

4、打钻过程中，钻机前方、钻杆水尾后面不得有人；上钻杆、卸钻杆时，牙钳未离开钻杆时，不得送电操作钻机。

5、施工地点上方必须安装瓦斯探头，只有工作地点及回风流中瓦斯浓度在0.8%以下时方可进行作业。

6、打钻如穿小窑或钻孔内有水流出，要停止打钻，但不得马上拔出钻杆，必须向调度室汇报，采取措施放水；放水过程中，要派专人监测放水情况，在确认上部无水后，才能确定是否复工。

7、施工地点必须送风到迎头，施工时不得停风，该巷内除打钻人员外，不得有其他人员干与打钻无关的工作。

8、操作钻机时，严禁将其他器具放在钻机上，防止掉落伤人；手不离按扭，眼不离钻机；操作要稳，压力不得忽大忽小。

9、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。

10、钻孔打完后，无特殊情况，要拔出钻杆，不得留在孔内；施工人员每班必须认真填写探放水班报表，报安全矿长。

11、生产技术人员经常深入施工现场收集资料，指导施工。 12、钻探完工后，生产技术人员要综合分析资料，下达允掘距离通知单。

13、探水工作面掘进队必须严格按照技术部门下达的允掘通知

单掘进，严禁超掘。根据允掘通知单中短探要求，该短探的必须短探。

14、掘进作业时，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、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。

探水孔布置示意三视图（如图7）：

探放水孔参数设计： 孔号 1 2 3 4 5

九．劳动组织和正规循环作业图表及主要技术经济指针： 1、劳动组织表： 工种 跟班队长 班长 放炮员 打眼工

开孔高 1m 1m 1m 1.3m 0.7m 偏距 0 方位 中线 倾角 0° 0° 0° +10° -10° 终孔深 150m 150m 150m 150m 150m 备注 见顶板 见底板 左0.6m 中线-10 右0.6m 中线+10 上0.3m 下0.3m 中线 中线 出勤人数 一班 二班 三班 合计 1 1 1 2 1 1 1 2 1 1 1 2 3 3 3 6 配备人数 3 3 3 8 备注

运输工 安全员 瓦检员 合计

3 1 1 10 3 1 1 10 3 1 1 10 9 3 3 30 12 4 4 37 2、工作面循环图表 （1）、循环方式：

综合作业队，昼夜三班循环作业。 （2）、循环作业图表：

工作面循环图表工序交接班安全检查挂中、腰线打眼检查瓦斯装药连线检查瓦斯放炮通风检查瓦斯临时支护装运支护

时间30min10min10min180min5min30min5min20min30min5min30min180min55min班次：1h2h一班（二班、三班同一班）3h4h5h6h7h8h

第三节 工作面主要技术经济指标

顺序 1 2 3 4 5 6 6 7 8 9 10 11 12 项 目 在册人数 出勤人数 出勤率 循环进度 班循环数 班进度 月循环数 月进度 月出勤工数 进度工 效 出矸工效 炸药消耗 雷管消耗 单位 人 人 % m 个 m 个 m 工日 m/工 m3/工 kg/m 个/m 数量 37 30 81 1.0 1 1.0 90 81 900 0.1 0.52 15 40 备 注 正规循环按90%计算 十 、安全监控

采用KJ90监控系统。

传感器的安装位置如图（图8），甲烷传感器T1的报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度小于0.8%CH4；甲烷传感器T2的报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.0% CH4，复电浓度小于0.8%CH4，T1、T2断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板0.3m，距巷壁大于0.2m。

监控系统图（图8）：

十一．避灾路线：

1、遇到瓦斯突出、煤尘爆炸、火灾时人员撤出路线：

工作面→→运输车场→副井(主井)→地面。 2、遇到水灾时人员撤出路线：

工作面→运输车场→主井(副井)→地面 3、遇到顶板事故时：人员撤至安全地点即可。

避灾路线图（图9）：

目 录

一、巷道布置及用途„„„„„„„„„„3 二、围岩特征„„„„„„„„„„„„„3 三、巷道断面、支护形式„„„„„„„„6 四、掘进方式、工艺流程、爆破说明书„„6 五、通风系统„„„„„„„„„„„„„9 六、运输系统„„„„„„„„„„„„„10 七、煤与瓦斯突出防治措施„„„„„„„11 (一) 预测预报„„„„„„„„„„„„„11 (二) 防突措施„„„„„„„„„„„„„11 (三) 措施效果检验„„„„„„„„„„„13 (四) 安全防护措施„„„„„„„„„„„13 八、主要安全技术措施„„„„„„„„„14 (一) 火药和放炮管理„„„„„„„„„„14 (二) 通风防瓦斯措施„„„„„„„„„„16 (三) 过断层、防冒顶措施„„„„„„„„17 (四) 机运安全技术措施„„„„„„„„„18 (五) 综合防尘措施„„„„„„„„„„„18 (六) 贯通安全措施„„„„„„„„„„„19 (七) 保证工程质量措施„„„„„„„„„19 (八) 防止误穿煤层的安全措施„„„„„„19 (九) 防止矸石下溜伤人措施„„„„„„„19 (十) 防治水措施„„„„„„„„„„„„20 九、劳动组织及技术经济指标„„„„„„23 十、安全监控„„„„„„„„„„„„„25 十一、避灾路线„„„„„„„„„„„„26 （附图1---图9）

水仓平面图

1792

通风系统图

1792水

1:50100R=130003106002800200200支护：锚喷2净断面:6m 掘进断面:7.56m21300260026002700

1:501000091R=19006004000200200支护：锚喷22净断面:9.8m 掘进断面:10.56m

1100380030003100