第一节 概述
我矿根据山西省煤矿资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核[2006]73号文件关于《临汾市蒲县煤炭工业资源整合有偿使用方案》的核准意见，同意我矿由蒲县黑龙关南峪煤矿、蒲县黑龙关永和联营煤矿、蒲县黑龙关镇南峪二坑口三矿（井）整合而成，利用永和煤矿主斜井做为副斜井，利用南峪煤矿主斜井做为主斜井。形成两斜井，一立井的开拓方式，为形成井下全负压通风系统，须按照《资源整合设计》及《资源整合设计安全专篇》，沿井田中部与运输大巷垂直，由设计中的运输大巷掘进头处开始，东西向布置2采区轨道大巷。西与运输大巷贯通，东至纬线4015311m处，东西方向布置。2采区胶带大巷、2采区轨道大巷、2采区回风大巷三条大巷相互平行间距42m。
2采区轨道大巷设计全长1000m，已从轨道大巷开口掘进105m，即巷道掘进长度895m，巷道方位角90°。巷道支护方式：顶板采用Φ18×2000㎜强锚杆加4.5×3.0金属网支护，其锚杆间距700×800㎜，两帮采用Φ18×2000㎜强锚杆支护。巷道规格：净高2.5m、净宽3.0m，净断面7.5m2，跟巷道顶板底板按中线施工。其服务年限3-5年。月进度180m/月。工期排定为2009年8月至2010年1月，共5个月。
附巷道布置平面示意图和通讯、运输布置示意图及安全监测监控示意图。
第二节 编写依据
1、山西源通煤矿工程设计有限公司提供的《煤矿初步安全设计专篇编制内容》。
2、国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全检察局第6号令《煤矿
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建设工程安全设施检察规定》。
3、2007年5月山西省煤炭地质公司编制的《山西蒲县伊田肥煤业有限公司资源整合矿井地质报告》。
4、山西省煤炭工业局晋煤安发[2006]708号“关于临汾市2006年111对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”。
5、根据国家有关法律、法规、规程、条例等。
第二章 地面相对位置及水文地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
井田地处吕梁山南端西麓，区内地形复杂，切割较为强烈，总体地势南高北低，最高点位于井田西南部，标高1486.1m，最低点位于井田西北部沟谷，标高位1220.0m，相对高差266.1m，属中山岖，为剥蚀型山岳地貌。井田范围内地面无任何村庄和住人区。
2采区轨道大巷由西向东，高程平均为+1160m，相对应的地面平均标高为+1420m，相对采深平均为260m，井田周边分布有6个生产矿井和两个关闭煤矿，根据周边煤矿的生产情况和资料分析，该大巷在推进过程中不会遇有采空区域其它地质构造，但施工中应严格按照《规程》要求加强探放水工作。
第二节 煤岩层赋存特征
该大巷在掘进过程中揭露的2#煤层产状基本位于井田中部，S2向斜南部，背斜轴向近NE向，在井田西部抽向N倾伏，在井田东部轴向S倾伏，内轴长约1900m。两翼基本对称，倾角一般4°～9°井下开采2#煤时揭露，
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地表见出露。倾角3°～6°，属近水平煤层，煤层厚度0.9～2.52m，平均1.41m，结构简单，局部含1层夹矸，直接顶板岩性为粉砂岩或泥岩、沙质泥岩厚度2～4m，性脆，胶结较好，单向抗压强度36.7～72.9Mpa，单向抗拉强度1.08～3.06Mpa抗剪强度2.69～8.55Mpa，中等冒落，较好管理，隔水性能好。底板为粉砂岩或泥岩，单向抗压强度13.2～58.1Mpa，抗压强度1.08～2.44Mpa，抗剪强度2.69～7.9Mpa，遇水易泥化，会发生底鼓现象。
第三节 地质构造
由于巷道沿2#煤层掘进为半煤岩巷道，揭露的煤层产状要素为井田北部轴向近NE向，向斜轴轴向N倾伏，在井田南部变为NNW轴向NW倾伏，向斜轴轴向S倾伏，在井田内轴长约1800m。两翼基本对称，倾角一般3°～6°，属近水平煤层，根据地质报告及探孔资料，巷道掘进方向没有断层或褶曲，裂隙等地质构造，属原始煤层，结构简单，2#煤层在回风大巷掘进过程中主要充水因素分析为上部含水层下石盒子组砂岩裂隙含水层,由于此含水层含水性弱，因此对运输巷道掘进无水害影响。
第四节 水文地质
2#煤层K4灰岩之间的含水层由致密的粉砂岩、泥岩、铝质泥岩组成，一般厚48m左右，具有良好的隔水性能，在无断裂构造导通的情况下，2#煤层于K4含水层之间不会发生水力联系，对巷道掘过无充水影响，且从井底车场向南，属原始煤层，对周围生产矿井提供的地质数据分析可确定，该运输大巷在掘进过程中不会遇到老孔积水少构造导水，施工条件较好，但在巷道掘进过程中，加强探水工作，确保施工安全。
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第三章 巷道布置及支护形式
第一节 巷道布置
一、巷道布置
该2采区轨道大巷掘进主要沿2#煤层倾角南东90°布置，开掘处坐标为X=40150343，Y=19533724，Z=+1165m至井田东部边界，坡度-1°，利用经纬仪标定中线，预计工程量895m，工期5个月，开口方向90°。
二、巷道净断面设计
2采区轨道大巷设计为皮带运输，溜子跟窝，其巷道为矩形断面，净宽3.0m，，净高2.5m，净断面积7.5㎡。
三、巷道开口施工
1、支护方法：使用锚网支护三角门，间、排距700×800㎜。 2、施工工序：
（1）先加固开口5m范围的巷道支护，检查原巷道锚网支护的质量，对失效的锚杆重新补打，保证支护质量；
（2）开口掘进5m范围炮眼深度1m，每眼装药量不超过0.2㎏，先施工槽眼，然后再以炮助镐刷大，够0.7m，打永久支护锚杆并挂金属网，进一步打锚杆距离施工一排锚杆，如此循环，掘进5m后在按照正规循环作业。
3、开口施工注意事项
（1）提前做好风、水、电等准备工作，保证能具备安全施工的要求； （2）打眼前检查开窝点的通风、瓦斯、防尘等工作，即使处理不安全因素；
（3）每次放炮前班长必须派专人在能进入放炮地点的通道设好警戒。
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四、附运输大巷施工断面图
第二节 临时支护及要求
1、临时支护的方式
使用吊环式前探梁撅顶道配合安全点柱。撅顶倒使用3000㎜、ф50㎜无缝钢管，数量2根；吊环使用16㎜钢筋做成ф70㎜圆环，在圆环上焊接与顶板锚杆配套的螺丝，数量4个；安全点柱使用ф140㎜、长1800㎜的优质圆木，数量4根。
2、使用方式
放炮后将吊环上在迎头的第一、第二排锚杆上，将撅顶道窜到迎头，在撅顶道上用1.2方子木接实顶板。
临时支护最大控顶距2m，最小控顶距0.3m。 3、安全要求
在支护前，必须由班组长进行敲帮问顶，确保顶板情况无危险后方可作业。
第三节 支护工艺
一、支护方式
2采区轨道大巷顶板采用锚网支护，两帮采用锚杆支护。 二、支护参数设计及支护材料选用 1、锚杆网的安装工艺：
打眼→装锚固剂→插入锚杆→搅拌药卷→挂锚网→挂托板→拧紧螺母。
2、锚杆选用Φ18×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，杆体延伸率不低于15%，屈服强度不低于320Kpa，极限强度不低于500Kpa，试验拨
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力不低于60KN。
3、金属网片使用4.5×3.0m。
4、顶板用5排锚杆，排距700mm，间距800mm，如地段有变化，应据情况增加锚杆用量，每排使用钢带连接。其钢带使应￠10钢筋加工而成。
5、如遇顶板破碎选用锚网喷浆，混凝土材料选用中砂，425高标号水泥及粒径大于5mm的圆形石子作为粗骨料，砂水泥：粗骨料：水=3：2：1：1.5，并加入红星711型速凝剂，速凝剂用量为水泥的2.5%～4%，以使混凝土快速凝结并迅速达到较高的强度。
6、托板，木托板规程300×200×500mm，铁板厚度不低于10mm，面积不低于10cm2，孔眼位于托板中间，冲床加工，直径大于锚杆杆体1.5mm。
7、孔位，孔深1.6m，孔径Φ18㎜，中间排锚杆空轴线应向掘进头方向与顶板夹角8°，两佃农向煤帮方向锚杆孔轴线与垂线夹角大于30°。
8、树脂药卷彩275中速，规格为Φ18×500mm，锚杆力大于50KN。 9、采用MGJ-1型锚杆打眼安装机。 10、备用材料：
锚杆、金属网片、锚固剂等材料应适量存放于巷道掘进中的临时避硐室内。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、施工方法
巷道施工方法为全断面一次爆破掘进，掘进与永久支护综合作业。人
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员进入迎头后先检查工作地点的情况，然后开始布置放炮，再进行支护，其顺序为：安全检查—打眼—装药联线爆破—通风—临时支柱—运煤（矸）—打锚杆—挂金属网—接溜—运料。
二、开口施工方法
首先依照开口设计图给定位置—清理杂物—加固原木棚—依照设计打好锚杆—重新加固开口处支护，开口3～5m以放炮助镐掘进。
第二节 凿岩方式
一、凿岩（煤）方式
1、钻眼机具的选择
煤电钻选用ZMS-1.2A型，岩石电钻选用YF-24型，锚杆钻机MGJ- II型。选用碳素合金钢、麻花钻杆和B22×28棱中空钻杆，碳素合金钢Y字型和一字型钻头。
2、炸药采用2级煤矿安全炸药和顺发雷管，2#矿用硝铵炸药药卷规格为ф20㎜×200㎜×200g。
3、使用MZ—100型发爆器，母线长度不小于100m。 二、炮掘施工工序安排、工艺流程
打眼—装药、放炮—临时支护—出煤—永久支护
第三节 爆破方法
一、爆破方法
巷道断面掘进支护后净断面7.5m2，顶底板中等稳定采用局扇压入式通风，瓦斯含量平均为0.05%，根据巷道断面形状要求，采用斜眼掏槽，周边眼布置在设计掘进断面的轮子廓上，眼底向轮廓线外偏斜，不超过100mm，眼距500mm，底眼布置时眼口吭出设计底线250mm左右，眼底
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倾斜向下。炮眼数目，掏槽眼5枚，周边眼18枚，炮眼直径均为40mm左右。
二、炮眼布置图（附后） 三、爆破说明表（附后）
第四节 装载运输
一、装载方式
采用爆破和人工装载相结合的方式。 二、运输方式及型号
掘进面迎头采用SGB420/30D型刮板输送机，后路采用SPJ-650胶带输送机运送到运输大巷皮带SPJ-650上，再由集中运输大巷皮带SPJ-650运送至煤仓，经主斜井皮带SPJ-800运送到地面。SGB420/30D型溜子随掘进进尺进行向前接，到一定长度后拆除将皮带延长。
三、安全距离
迎头施工期间禁止输送材料，材料应在开工前提前准备充足，如果急用材料时，应将迎头溜子停止运输。
人员进、出工作面时，应将所有设备停止运转，严禁人员和物料同行。 四、工序协调
迎头人员应站在溜子两侧进行装运煤、矸，装运煤矸时不准运料。
第五节 管线敷设
运输大巷使用FBD—No5.0/5.5×2型对旋局扇供风，ф600㎜风筒倒风，采用ф30㎜钢管供水，风筒与水管挂在巷道一帮上，距顶板200㎜，电缆吊挂在巷道另一帮上，距顶板300㎜。
其挂设见运输大巷断面施工图。
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第五节 掘进设备及工具一览表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 设备名称 刮板输送机 皮带机 小水泵 煤电钻 岩石电钻 发爆器 探水钻 局扇 锚杆钻机 风镐 磁力开关 型号及规格 SGB420/30D SPJ-650 ZBA-6 ZMS-1.2A YF24 MFB-100 MYZ-200 FBD—No5.0 MGJ-II FG-8.3 QBZ-80 功率(KW) 40 45 7.5 1.2 2 22 5.5×2 10 电压(V) 660/1140 660/1140 660/380 127 127 127 660/380 660/380 380 380 660/1140 单位 数量 部 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 2 1 1 1 1 1 1 1 1 1 4 备注
第五章 生产系统
第一节 通风
一、本矿2006年瓦斯等级鉴定绝对瓦斯涌出量0.18m3/min，相对瓦斯涌出量0.58 m3/min，2007年瓦斯等级鉴定，绝对涌出量0.19 m3/min，相对瓦斯涌出量0.46 m3/min，属低瓦斯矿井。2采区轨道大巷在掘进过程中采用FBD-№5.0/5.5×2型对旋风机压入式供风，配用Φ600阻燃抗电柔
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性风筒，每节10m。
二、通风系统
因巷道掘进23m就和轨道大巷贯通，其贯通前后通风系统不再一致。 1、贯通前 新鲜风流：
（1）、副斜井—轨道大巷—轨道大巷与运输大巷联络巷—运输大巷—2采区轨道大巷掘进工作面
（2）、主斜井—行人绕道—集中运输大巷—运输大巷—2采区轨道大巷掘进工作面
乏风流：2采区轨道大巷掘进工作面—运输大巷—轨道大巷与运输大巷联络巷—轨道大巷与回风大巷的联络巷—回风大巷—回风立井
2、贯通后 新鲜风流：
（1）、副斜井—轨道大巷—2采区轨道大巷掘进工作面
（2）、主斜井—行人绕道—集中运输大巷—运输大巷—2采区轨道大巷掘进工作面
乏风流：2采区轨道大巷掘进工作面—2采区胶带大巷—回风大巷—回风立井
三、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q=100qk
式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
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——根据井下实测，取0.39 m3/min k——炮掘工作面取2.0
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则：Q=100× 0.39×2=78 m3/min 2、按炸药使用量计算：
Q=25A
式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min
25——每千克炸药爆炸不低于25 m3
A——按工作面一次爆破所用的最大炸药用量，取5kg 则：Q=25×5=125 m3/min 3、按工作人员数量计算：
Q=4n
式中：Q——掘进工作面实际需风量，m3/min
4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min N——根据井下巷道掘进时最多人数定员，取17人。 则：Q=4×17=68 m3/min
4、按局部通风机的实际吸风量计算：
Q= Q局I Kf
式中：Q——掘进工作面实际需风量，m3/min
Q局——掘进工作面局部通风机的额定风量，130 m3/min I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台
Kf——为防止局疗通风吸取循环风的风量备用系数，取1.34。 则：Q=130×1×1.34=174.2 m3/min
掘进工作面需要风量要求，最大值Q=174.2 m3/min。 根据以上计算结果选用FBD-№5.0/5.5×2型对旋风机。 四、局部通风机风量的确定 局部通风机风量的确定：
Qf=Qj/60Ψe
式中：Qf——局部通风机风量，m3/s；
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Qj——掘进工作面需要风量，m3/min； Ψe——风筒有效风量率， %； 而风筒有效风量率：
Ψe=Qa/Ψf×100% 式中：Ψe——有效风量率
Qa——风筒送往掘进工作面的实际风量，130 m3/min Ψf——局部通风机（吸）风量，174.2 m3/min； 则：Ψe=130/174.2×100%=74.6% 则：Qf=130÷60÷0.746=2.9 m3/s 五、掘进工作面风量验算 （1）、按最低风速验算：
Q>15S=15×7.5=112.5m3/min<130 m3/min，符合规程要求 （2）、按最高风速验算：
Q<240S=240×7.5=1800>130 m3/min，符合规程要求 （3）、按工作面温度和炸药量验算
表5—1—1 温度与炸药量验算表
炸药量 16以温度/℃ 下 需要风量40 (m/min) 3＜5 16以16-22 23-26 下 50 60 50 5-20 16以16-22 23-26 下 60 80 60 ＞20 16-22 23-26 80 100 炸药量为11.7kg，工作面温度23～26℃，则需要风量为80 m3/min，由表可知，Q=130 m3/min＞80 m3/min，符合要求。
（4）、按有害气体浓度验算
P瓦/Q掘<1%
=0.39＜1%，符合要求
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（5）、风机安装地点全负压供风量计算
安装局部通风机地点，距回风口之间大于10m，全风压风量为Q
供
=Q+15S=174.2＋15×7.5=286.7m3/min，局部通风机吸风量为130 m3/min。则局部通风机吸入口掘进工作面回风之间的风量为286.7-130=156.7 m3/min。最低风速为Q/60S=156.7/7.5×60=0.35m/s＞0.15m/s，符合规定。
附：贯通前通风系统示意图
贯通后通风系统示意图
第二节 压风
运输大巷采用压入式通风，压风机型号OGFD—11.4/7型、2台，一台使用，一台备用。压风主管直径为75㎜，压风支管直径为38㎜。
第三节 瓦斯防治
一、瓦斯防治的措施
矿井配有KJ78型煤矿安全监控系统，在巷道掘进过程中，设有甲烷传感器、风速传感器、一氧化碳、温度传感器各一个，用于监测风速瓦斯浓度及煤层自然情况，当掘进工作面瓦斯浓度≥1%CH4报警，≥1.5%CH4能对掘进巷道内全部非本质安全设备通过本分站的断电仪实现风电瓦斯闭锁，＜1.0%CH4复电。
1、甲烷传感器设置在掘进头回风侧，距离掘进头不大于10m。 2、瓦检员必须保证每班不少于2次的瓦斯检查，并严格执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，并做到瓦斯检查“三对口”。
3、通风值班员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并秧和调度室汇报。
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4、工作面瓦斯涌出有异常情况，瓦斯员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。
5、当瓦斯超限时，瓦斯员必须报矿长、矿技术负责人，制定措施进行处理，在工作面电气设备恢复供电前，也应由瓦斯员检查附近瓦斯浓度，确定安全后可恢复供电。
6、入井人员必须按规定携带甲烷报警仪、自救器等。 二、瓦斯监测有关规定
1、掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。
2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。
掘进工作面风流中及其它作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m，以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
工作面及巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。
对因瓦斯浓度超过规定初切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。
3、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因，制定措施,进行处理。
4、局部通风机因固停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,启局部通风机,恢复疋常通风。
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第四节 综合防尘
一、粉尘种类
本矿井下掘进巷道以半煤岩巷为主,在掘进过程屮,会产生以煤尘为主伴有少量SiO2岩尘的粉尘,经临汾市煤炭化验中心对本煤矿方煤层井下工作面煤样的测试报告,煤尘具有爆炸性,因此在掘进过程中应注意洒水除尘,定期清理巷道浮煤、浮尘,杜绝煤尘爆炸事故的发生。
二、综合防尘 1、合理的风速
巷道掘进过程中注意合理地掌握风量分配,风速验算即要符合《规程》要求,又不要因风速过大引起煤尘飞扬。
2、防尘洒水系统
该巷道掘进过程中防尘水主要由地面静压水池提供,洒水管路,上管规格为NN108钢管,轨道大巷掘进时采用ND25钢管,丝扣连接,每隔50m留设一道洒水闸门,闸门采用法兰连接。
3、冲洗巷道
有专人负责清洗巷道中的煤, 清扫冲洗沉积煤尘,并保持每天冲洗一次。
4、净化水幕
在保护工作面不大于 100m处设置一道净化水幕装置,布置时距巷道底版不小于1. 8m,喷雾效果能覆盖全断面,以便能够更好地仰制巷道中粉尘浓度净化风流。
5、隔爆水棚
隔爆水棚采用水袋型式,规格长 600 mm,宽400 mm,高250mm,型号GBS-40,抗静电阻然,并经检验合格,布置时距巷道底板不小于1.8m,水棚间距1.31n,棚区长度不小于30m,距掘进工作面不大于60m 。
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6、湿式作业
由于2#煤层底板严重的吸水膨胀性质,注水后易造成底板变形和顶板跨落影响支护安全,故不采用煤质预注水防尘措施,但在爆破作业时,必须坚持及用湿式打眼,水炮泥封眼,放炮前后喷雾洒水。
7、个体防护
因煤尘不仅有爆炸性,同时长期吸入会引起尘肺病,损害人身体健康,故粉尘产生的工作人员统一配戴过滤式口罩,防一山吸入呼吸性粉尘。
8、其它防尘措施
加强粉尘监测,配备专职防尘人员和粉尘采样器,呼吸性粉尘采样器测定仪等设备,定期对掘进粉尘进行监测,每月测定二次,另外每周应对防尘设施至少一次的检查,及时对损坏的部件予以更换,安装位置随掘进延伸,按要求及时调整。
第五节 防灭火
该巷掘进时相平行的掘进巷道为轨道大巷,根据井下实际情况及周边生产矿井提供的技术数据分析,巷遣掘进方向2#煤层属原始煤层,且井田内及周边矿井包括废弃小煤窑内均无火区危害,尽管如此,为防止其它因素引起的火灾,巷道掘进过程中也应做好防灭火措施。
1、建立完善的消防供水管路系统 消防用水由地面静压水池提供,洒水管路系统兼做消防供水竺路,以1便发生非电气火灾时能够提供消防用水。
2、其它灭火器材
在巷道掘进施工中,各运输转载点应配备足够的消防器材,主要有CO2
灭火器(每个转载点不少于3个),沙、铁锹等器材,设有专门的消防器材箱
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进行存放,防止电气类火灾事故发生。
附防尘、消防、喷雾、隔爆示意图。
第六节 安全监控
一、在距掘进工作面迎头不大于10m,距顶板20cm,距煤帮30 cm并与风带帮分挂。安装吊挂瓦斯探头,报警值≥1%,断电值≥L5%,复电值＜1%,每次放炮前必须把探头撤到安全地点,防止崩坏,放完炮后,立即放回规定地点吊挂好,探头报警时要立即撤出人员,汇报调度室查明原因,进行处理。
二、探头应每周及时进行检验,严禁过期使用。
第七节 供 电
一、电压等级
煤电钻照明及信号供电电压为127V,其余设备供电电压均为1140V、660V。
二、电气设备选择
1、井下电气设备照明灯具,电缆均选用有“MA”准用许可的产品。 2、40kw以上电动机选用QBZ矿用隔爆型真空电磁起动器控制,40kw以下电动机选用QCB矿用隔爆型磁力起动器控制,煤岩电钻等移动式设备配有ZBX-4/660/133V,矿用隔爆型电钻变压器综合保护装置,照明灯具一律选用 NBS-33W矿用隔爆型高压钠灯。
3、各级配电开关具有超载、短路、欠压、失压保护,选择性漏电保护,所有电动机控制设备均设有短路、超载、缺相、漏电闭锁保护及远程控制功能。
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三、电源
该巷道掘进电气设备的进线均来自变电所KBSG315/0.69KV型变压器,双电源双回路。 四、电缆选择
煤电钻选用MZP～0.3/0.5,3×4+1×4+1×4型橡套电缆,动力设备选用MYP～0.38/0.66,3×6+1×6和MYP～0.38/0.66,3×16+1×10移动屏蔽橡套软电缆。
照明选用MYQ-1.3/0.5,3×2.5型橡套软电缆,通信选用MHYV-1×2型通信电缆。
五、变压器容量的确定: 1、负荷统计：
∑pe=11+2×30+11.4+2×30+1.2+4+7.5=155.1(kw) 2、变压器容量的确定:
155.1
Sb=0.6———=132.9(kvA); 132.9＜500(kvA ) 合格
0.7 说明：该台变压器还担负着其它地区供电，见供电设计。 六、主干电缆的确定：
1000×0.6×155.1
Igz=—————————=111.2(A) √3 ×690×COS0.7
选3×70+1×16的橡套软电缆,长期允许工作电流. 215(A)＞111.2(A) 合格 七、总开关的整定计算:
Ige=60×1,15×7+(95.1×1.15)=592.3(A) Ige=155.1×1.15=178(A);取整定值600(A)， 过负荷整定180(A)；其它开关整定略，见供电设计。 八、短路电流的计算：
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d1=1224 (A) L橡=575m; 九、安全系数校验：
k=1224/600=2.04＞1.5 合格；其余的校验见供电设计。 附：供电系统示意图。
第八节 排 水
一、最大涌出量
根据以往掘进涌出量以及周边生产矿井水文地质数据及本矿地质报告、采空区、积水区域数据分析,推断在次巷道掘进中最大涌出量为q=8m3/h。 二、排水
选用ZBA-6型小水泵2台,排水能力 18～25m3/h,Φ35型帆布阻燃排水管,由于巷道呈-1°坡度下山掘进,可根据具体跟进迎头设一临时储水仓,容积不小于2m3排水,排水线路由小水泵将水排至井底水仓,在由副水仓排至地面。
三、排水系统示意图（附后）
第九节 运 输
一、运输方式、设备型号及运输路线
掘进过程中辅助材料运输选用JD-11.4型绞车铺设22 kg/m轨道,1吨小矿车,运煤采用SGB-420/30D型刮板输送机,电机功率30kw,运煤由工作面运至煤仓,转载主斜井皮带运出地面,材料运输由地面经主斜井JT- 80II型绞车,1吨矿车运送到井底车场,在经JD-11.4绞车,l吨矿车运至工作面。
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二、运输系统示意图（附后）
第十节 照明、通信和信号
一、照明
1、井下巷道掘进每隔 50m选用NBS—35W矿用隔爆高 压钠灯照明。 2、通信
选用 MHTV-1×2型矿用通信电缆,在工作面迎头安全地点及绞车硐室设有HZH-11矿用本质安全型电话机各一部,并能够保障与矿调度室通信畅通。
3、信号
绞车硐室、刮板输送机机头、机尾均安设有声光信号装置,各司机要严格按信号操作。
4、照明、通信、信号示意图（附后）
第十一节掘进巷探放水管理制度和技术方案措施
一、煤矿生产技术人员必须做好水害的分析预报工作，探水或接近积水地区的掘进或排放被淹井巷的积水，必须编制探放水设计，经技术负责人员批准后方可作业。探放水工作必须有专人负责。
二、采掘工作面遇到下列情况时，必须确定有疑必探，先探后掘进行探水，确定无突出水危险后方可前进。
1、接近水淹或可能积水的井巷，老空或小煤矿时； 2、接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时； 3、接近含水层，导水断层，窑洞和陷落柱时。 三、在安装探水钻前时，必须遵守下列规定：
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1、加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的支柱挡板。 2、清理巷道，挖好排水沟。
3、特别危险的区域，要预先采取开挖完全躲避硐室，并制作避灾路线等安全技术措施。
四、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，现场负责人员必须向调度室报告，并派人监测水情，如果发现情况危机时，必须立即撤出所有受水威胁地下的人员，然后采取措施进行处理。
五、探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置，可能的积水量和水压，以便采取与之适应的放水措施。
六、探水钻眼施工布置技术方案
1、设计钻孔开眼于掘进面迎头，半煤巷掘进，钻进距离50m向前掘进30m，然后再向前进行钻探50m，再向前掘进30m，掘进距离不允许超过30m,依此循环向前掘进，直至工程结束。
附：探放水示意图。 2、打钻设备
使用MYZ—20型煤矿井下探水钻机。 3、排水路线
施工钻孔前，掘进巷保证巷道畅通，工作面要安装水泵及管路，打钻孔出水后，涌水通过排水管道进入水仓水泵房。
4避灾路线
打钻过程中如发现有来压、顶钻、卡钻、震动声音异常等情况时，应立即制止施工，分析情况后待故障消除后，方可继续施工，如钻孔出水后，不能立即拔出钻杆应立即向调度室汇报，根据现场情况撤人。
当发生水灾时，其路线为：迎头—集中运输行—煤仓绕到—主斜井—地面。
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第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
井下巷道掘进采用“三八”制，三掘作业方式，劳动组织，劳动力分配，出勤率祥见劳动组织图表附后。
第二节 循环作业
一、掘进作业流程
检查瓦斯→检查临时支护质量→打眼→联线→放炮→临时支护→运煤（矸石）→锚网支护→接溜→运料
二、循环作业图表（附后）
第三节 主要经济技术指标
该巷道预计掘进总长895m，工期限5个月，毛断面7.5m2，净断面7.5m2，半煤岩巷道一次掘全断面，设计顶板采用锚网支护，两帮用锚杆支护，主要经济技术指标附后。
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第七章 安全技术措施
第一节 一通三防
一、局部通风机安全管理技术措施
1、局部通风机必须由指定的人员负责管理，保证正常运转。 2、压入式局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10m，局部通风机的吸入风量必须小于全风压供给该处的风量。
3、应采用抗静电阻燃风筒。风袋要吊挂平直,不得拐死角。风袋接口要反压边严密不漏风。
4、局部通风机和掘进工作面的电气设备必须有风电闭锁装置。 5、无论工作或交接班，使用局部通风机的掘进面都不准停风，因检修停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源，设置栅栏；恢复通风前，必须检查风机开关附近20米范围内瓦斯浓度和停风巷道的瓦斯浓度，在确认低于规定的瓦斯浓度值以下方可启动风机。
6、局部通风机的设备齐全，吸入风口有风罩和整流器，高压部位有衬垫。局部通风机要离开地面，高度大于0.3m。
7、要配有专人进行检查巷道支护和通风情况，出现问题及时撤出人员进行处理。
二、综合防尘安全管理措施
1、完善井下防尘洒水系统，主要运输巷每隔50m设一个三通阀门，其他巷道每隔100m设一个三通阀门，各运输转载点必须安设喷雾洒水装置。
2、防尘用水水源要充足，两个井口均采用地面静压水池供水，必须保持不间断供水，确保防尘，消防用水到位。
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3、采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，放炮前后放炮位置附近20m范围内洒水一次，工作面装置一道放炮水幕和净化水幕，放炮开启喷雾和净化水幕，按规定在巷道中安设隔爆水袋。
5、严格执行定期对巷道冲洗制度，清理积尘，消灭煤尘堆积，做到回采巷道每天冲洗一次，对产量大煤尘飞扬严重地点，要做到经常冲洗。
6、工作面掘进头风速必须符合《煤矿安全规程》第101条规定，严禁风速超限，防止煤尘飞扬。
7、防尘工作重在落实，通风队及各生产单位，都需要建立防尘管理制度，明确防尘员，严格落实责任，充分发挥防尘设施的作用。
三、防灭火安全管理技术措施
1、完善井下消防管理系统，消防器材分布合理，消防器材保持齐全、完好。消防器材管理符合《安全规程》规定，井下峒室不准存放煤油、汽油等，井下使用的润滑油、机油、布头和纸张使用后的回收符合《安全规程》第207.208条规定。
2、井下供电系统的管理，安全保护要符合《安全规程》的要求。机电工负责按照规程标准严格检查，严格管理。
3、放炮员要严格遵守《操作规程》防止放炮产生明火， 并要加强火药、雷管领退制度的管理。具体要求按《煤矿安全规程》的规定进行。
4、掘进工作面必须使用阻燃电缆。 四、排放瓦斯安全措施 1、瓦斯排放要实行分级管理。
2、凡是受排放瓦斯影响的峒室、巷道和被排放瓦斯风流切断安全出口的采掘作业面，以及排放瓦斯的地点所在采区回风系统内都必须撤人停止工作，与被排放瓦斯流经巷道相通的道口，都必须指定人员设立警戒，禁止其他人员进入。
3、排放瓦斯地点所在采区系统内以及排放瓦斯流经的巷道及与其相
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通的巷道、峒室内的电器设备，必须指定专人在采区变电所和配电点两处同时切断电源。并设立警示牌专人看管。
4、对排放瓦斯流经的路线和方向、风流控制设施的位置，各种电器设备的位置，通讯电话的位置、瓦斯探头的位置等，必须在图上注明。
5、要采取控制排放瓦斯的措施，要计算排放瓦斯量、供风量和排放时间，指定控制排放瓦斯的方法，严禁“一风吹”，确保排出的风流在同全风压风流混合处下风侧5—10米处瓦斯浓度不得超过0.5%。
6、瓦斯排放完后，必须指定专人检查及其它有害气体，只有巷道内的瓦斯浓度不超过1%，其他有害气体不超过其他不超过《规程》，方可进入工作地点进行其它工作。
第二节 顶板
一、遇地质破碎带掘进安全措施
1、缩小循环进尺，采用浅打眼轻放炮或只放开心炮眼。减少对围岩破坏，及时对顶板支护，减少空顶面积和空顶时间。
2、加强顶板支护，缩小棚间距。 3、顶板破碎时扶对棚。
二、三四角门及巷道贯通加强支护的措施。 1、三、四角门5m范围内开口前应重新加固棚子。 2、制定设计合理的棚尺寸。
3、透窝相距20m时应停止一个头施工，并对停头施工的迎头棚子进行加固，迎头打上点柱并用枇子将 迎头煤璧背实。
4、距透窝6m时，要长探短掘，轻打轻放，钻孔长度应超过放炮长度1m，。严禁放炮，应采用手镐施工先透400×400cm的小洞后，然后进行打帮，确保透窝处顶板完整，严禁空顶作业，支护及时跟到迎头。
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三、严禁空顶作业的安全措施 见第三章、第二节临时支护
四、顶板压力观测，定期分析审查的安全措施。
1、本工作面的掘进均采用梯形棚支护，应采用顶板观测仪对顶板监测。
2、每班验收员应观测压力仪器，并将出现数值记录。 3、每周应对观测的数据进行分析。 五、其它顶板控制安全措施 （一）顶板管理
1、进入施工现场必须做到先检查后工作，发现问题及时处理和汇报，每班班组长对工作范围内的开窝处，三、四角门及顶板和棚子应认真检查，发现问题先处理好再生产。
2、装药联线由班长必须指派专人监护顶板。以防止片帮掉顶伤人，放炮15分钟后待跑烟吹尽，由放炮员和班、组长对放炮地点的顶板，煤帮进行检查，发现问题及时处理。
3、放炮后及时用3—5根有初升力的金属安全点柱打上临时支护，点柱垂直顶、底板、带帽加木楔打足劲，严禁打在浮煤矸上。
4、找顶人员应要站在安全地点，并时刻保持后路畅通。由外向里，从有支护的地方开始，先顶后两帮，依次进行找掉，找顶时要防止矿石顺杆而下伤人，找顶地点不准同时进行其他工作。
5、找顶工作要用两名有经验的老工人担任，一人找顶，一人观察顶板，观察顶板的人员要站在找顶人的侧面。
6、遇到矸石或岩石离层，巷道压力大，应采取加固措施。 7、巷道施工发现岩体开裂、脱落、掉顶、脱帮应及时修复，防止冒顶伤人。
8、巷道穿过断层，破碎地带，矿压明显增大，淋水的地段看情况改
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变支护方式并及时补充专门技术措施。
（二）冒顶预防和处理
1、单头掘进应确保后路支护完整无缺，确保独头掘进不发生冒顶堵后路现象。
2、发现冒顶或堵人事故时，现场人员不要惊慌，应立即汇报矿调度和工区，并立即采取有效措施，处理冒顶时，要有专人观察顶板。接顶前把所有的接顶材料备齐，人员应在安全的护身棚下。用长把工具找掉冒顶处帮顶的浮矸、危矸，接顶时先留出退路，由外向里逐步进行处理，传料人员要在安全的支架下进行，不要堵住接顶人员的退路，接顶人员要用方木或办圆木打成井字型木垛，木垛要正规，要用木楔打紧，处理不好不得进行掘进施工，抢救被堵人员必须在有经验人员统一指挥下，先保证正常通风，在抢过顶，过好顶再扒，一边扒、一边维护，整个处理过程必须有跟班干部在现场。
(三)过老空巷顶板管理
1、严格执行有疑必探,先探后掘,由地质科提前做好过老空巷的计划和措施。
2、当遇到老空巷时，应由通风瓦检员检查有害气体情况，在无问题时方可施工。
3、遇到老空巷时，应根据老空空虚的情况将其填满，以防漏风。如顶板掉顶必须用木料接实。
第三节 爆破
一、使用爆破器材的安全技术措施
1、装药前和放炮前，瓦斯员必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20m以内风流中，瓦斯浓度达到1%时不准装药爆破。
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2、在放炮地点20m以内，有未清除的煤矸、矿车或其它物体阻塞巷道断面1/3以上时，不准装药爆破。
3、炮眼内发现出水异常时，湿度增大，有明显的瓦斯涌出，煤岩松散等情况时，不准装药爆破。
4、放炮前，班（组）组长必须布置责任心强的人，在可能进入放炮地点的所有通道上担任警戒工作。警戒人员在掩护的安全地点进行警戒。
5、雷管脚线的连接工作以爆破工为主，但经过专门培训的班（组）长可以协助，放炮母线的连接、线路检查和通电工作，只许爆破工一人操作，放炮时，爆破工必须事先发出放炮信号，只要再等5秒钟方可起爆。
6、爆破工必须最后离开放炮地点，并必须在有掩护的安全地点进行起爆。
7、发爆器的把手（钥匙）爆破工必须随身携带，不得转交他人。 8、放炮后，爆破工和班长应当对爆破地点巡视，发现隐患必须立即处理。
9、放炮时，发现炮不响时，爆破工应从电源上摘下母线接成短路，瞬发雷管等5min以后，方可对不响原因进行检查。
二、按照规定爆破的安全技术措施
1、放炮前未检查沼气浓度超限和风量不足不放；
2、人员、设备、火药、工具未全部撤到安全地点，固定设备未保护不放；
3、煤尘积聚没有清扫和没有防尘洒水的不放； 4、炮眼封泥长度不符合规定和不装水炮泥不放；
5、不设好警戒、未挂牌、网没有接到放炮许可证，未发出放炮信号的不放；
6、放炮器不完好，放炮母线不够长或明接头没有处理好不放； 7、工作面空棚、空柱、工程质量不合格或发生异常变化不放；
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8、风机、局扇停止运转或风量不足不放；
9、有沼气或有煤尘爆炸危险的工作面禁止放炮，眼深小于0.6米以下的不放；
10、明炮、糊炮、空心炮和违章指挥、违章作业的炮不放； 三、掘进巷道刷帮、挑顶浅打眼爆破的安全技术措施。 1、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0.6～1m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)工作面有2个或2个以上自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,封泥长度都不得小于0.5m。
2、每孔装药量不得超过150g。 3、炮泥必须封满填实。
4、爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯，瓦斯浓度超过1%不准爆破。
5、检查并加固爆破地点的顶板支护。
6、爆破时必须设立好警戒并有班长在现场指挥。 四、处理拒爆残炮安全技术措施
1、必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
2、由于连线不良造成的瞎炮，可重新连线起爆。
3、在距瞎炮0.3m以外与瞎炮平行的新炮眼，重新装药起爆。 4、严禁用手拉、镐刨、严禁用打眼的方法往外掏药。
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5、处理瞎炮后、爆破工必须详细检查炸药的煤、矸中未爆的雷管。 6、在处理瞎炮完毕以前，严禁在该地点进行与处理瞎炮眼无关的工作。
五、其它爆破安全技术措施《规程》 1、工作面有下列之一、不得打眼。 （1）迎头局扇停止运转时。
（2）工作面20m范围内沼气含量达1%； （3）无水防尘。 （4）工作面拒爆未处理。 （5）工作面安全隐患存在。
2、打眼前必须看好中线，按作业规程中的爆破图表所规定的眼位、角度、深度进行打眼。
3、打眼中操作人员，袖口扎紧、脖子上毛巾必须塞到工作服领口里面并扣好。
4、打眼过程中如发现煤岩层出水，瓦斯涌出等异常情况 ，要停止打眼工作，严禁打眼与装药同时作业。
5、坚持湿式打眼，放炮前、后要坚持洒水防尘。
6、打眼前和放炮后都必须检查帮顶支护情况，及时找掉浮矸，联线装药时，班组长要指派专人监护顶板。
7、放炮员必须经过专职培训考试合格，取得爆破员作业证的放炮员，并持证上岗，严格执行“十不装”“十不放”制度。
8、联炮与放炮必须由放炮员一人担任，放炮器要是由放炮员随身携带，不得交给其他人或乱放。
9、炮眼深度小于0.6m时严禁装药放炮，炮棍必须使用木质的，严禁用金属代替，严禁用药纸，岩泥充当黄泥，每个炮眼必须用黄泥，水炮泥按规定充填。
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10、放炮应该设立好警戒，警戒距离煤巷，半煤岩巷不小于等于75m，岩巷不小于100m，所有人员必须有掩体。
11、严禁放明炮、糊炮、瞎炮按〈煤矿安全规程〉第342条执行。 12、严格执行火药、雷管的领退制度，运送爆破材料时按〈煤矿安全规程〉有关规定执行。领用的雷管、炸药要分装上锁，用剩下的雷管、炸药要及时交库，炮药箱放在顶板完好无积水，无淤泥，支架完好，避开电器设备的地方。
13、做引药必须按〈煤矿安全规程〉第326条执行。
第四节 防治水
一、掘进巷道受水威胁撤出人员的安全措施 见第八章灾害应急措施及避灾路线
二、掘进工作面发现有透水预兆时，坚持“有掘必探，先探后掘”的安全技术措施。
1、探水或接近积水区掘进前，必须编制探放水计划和设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施，探水眼布置和超前距离及安全措施等在探水设计中具体规定。
2、在探水后掘进中，各班班长必须在掘进工作面交接班时，交代清楚允许掘进的剩余距离，严禁超越。
3、掘进巷道接近警戒线必须边探边掘，对积水边界清楚可靠的积水区可在距离实际积水放完，危险排除由负责人放水单位，提出复工通知后，施工单位方可继续掘进。
三、探放老空积水时，加强防灾及有害气体检查和防护的安全技术措施。
1、准备好排水设备，泵、管路、套管、阀门等必须备齐。
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2、必须采用长探短掘的方式进行，每一循环前必须打探眼，即探眼—掘进—探眼循环交替进行。如探眼无异常情况后，方可用短钻杆正式打眼，进行装药放炮，严禁探眼装药。
3、进行探眼时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中水压，水量增大以及顶钻等异状时说明前方已揭露或接近老区内积水，这时必须停止钻进，但不得拨出钻杆，现场负责人员应立即向调度汇报，并派人监视水情。如果情况危机时，必须立即撤出所有受水害威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
4、每次探眼打完后，瓦斯员必须检查探眼口处瓦斯浓度，迎头严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，迎头瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破作业，达到1.5%必须停止作业，采取措施进行处理。
5、瓦斯员必须现场交接班，严禁脱岗漏检。
6、加强通风管理，局扇必须设专人负责管理，不得随意停风，风筒出口距迎头距离不得大于5m。
7、加强放炮管理，使用好水炮泥，炮泥封孔长度严格按《煤矿安全规程》第329条执行。
8、每次放完炮后，必须认真检查瓦斯浓度，若掘进工作面回风浓度中瓦斯浓度高于1.5%或出现异常情况必须停止工作及时汇报矿调度室。
四、探放水设计：
1、探水钻使用MYZ-200型煤矿用岩石电钻，（齿轮传动式）钻杆长1.5m,直径43mm,配直径60mm钻头.
2、探水钻孔布置方式为扇型,每次布置三个钻孔,探眼位置距底版1.2m,钻孔方向沿煤层布置,中间一孔与巷道走向、倾向一致,两边的钻孔与中间孔夹角为400,呈放射状。
3、探水孔应保持超前不小于50m. 措施：
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1、打探眼前要先检查钻机和钻杆的配备并进行试运转，确认无误后开始施工。
2、布置探眼要严格依照钻孔设计执行，每班（孔）所钻的探孔长度不得小于设计长度并作记录。
3、每次探眼打完后，瓦斯员必须检查探眼口处瓦斯浓度，严禁用探眼装药爆破。
4、每班掘进施工的距离不得 超过探水眼的长度，当探水眼的长度不足10m时要立即停止掘进按探眼设计重新打探眼。
5、进行探眼时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中水压，水量增大以及顶钻等异状时说明前方已揭露或接近有水区，这时必须停止钻进，但不得拨出钻杆，现场负责人员应立即向调度汇报，并派人监视水情。如果情况危机时，必须立即撤出所有受水害威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
第五节 机电
一、防止电气设备漏电的安全技术措施
1、井下低压开关，必须用有选择性漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。
2、煤电钻必须使用设有检漏，短路、过负荷、断相、原距离启动和停止煤电钻功能的综合保护装置。
二、防止电气设备短路的安全技术措施
1、正确选择电气设备和电缆的额定电压与电流，满足正常运行需要。 2、正确安装电气设备和敷设，连接输电线路，并经常检查输电线路和电缆敷设等是否符合规定。
3、坚持使用检漏电器，防止漏电造成事故。
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4、按照〈煤矿安全规程〉的规定，定期检查电缆和电气设备的绝缘，定期对电缆的绝缘状况做预防性试验，并有记录。
5、做好电气设备输电线路和电缆的维护检修。 6、防止人员误操作。
三、防止电气设备过载的安全技术措施
1、首先要正确选择额定工作参数，使他们的额定电流不小于正常工作时间的最长时负荷电流。
2、对于负荷变化大的生产机械所用电气设备，还必须验算过载能力。 3、对于馈电线路必须按允许电压损失检验主芯的截面面积，保证电动机有正常的工作电压和足够的启动电压。
四、电气设备严禁带电搬迁和维修 五、电气设备维修时安全技术措施
1、停电检修电器设备应熟悉电气设备的性能构造，电器原理图、电器安装图及完好标准。
2、拆、卸电器设备要有顺序，有编号以免安错或丢失。 3、设备检修，严禁损坏设备，防爆设备检查后要达到防爆要求。 4、使用仪表前要详细了解仪器性能和用法，看清后方可使用。 5、井下不得带电检修，搬迁电器设备。 6、通电前要详细检查确保无问题方可送电。 7、设备停电检修时，要有专人看管。
8、检修完后详细填写检修内容，以及试验数据等。
第六节 运输
一、使用带式输送机安全措施 1、巷道内应有充分照明。
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2、必须安装驱动滚筒防滑保护，堆煤保护和防偏跑装置。 3、应安装湿度保护，烟雾保护和自动洒水装置。
4、在机头、机尾必须设防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。
5、液压偶合器严禁使用可燃性传动介质。
6、带式输送机巷道中行人跨越带输送机处应设立过桥。 7、带式输送机巷道应加强软启动装置。 8、听清信号，信号不清不准操作。
9、经常注意电动机，减速箱的运转声音，如发现异常响声，应立即停机检查，处理后方准重新启动。
二、使用刮板输送机安全措施
1、经常观察链条、连接环、分链器、护板等状态，发现问题及时处理。
2、液压偶合器的易熔塞不准使用其它材料代替或堵死。 3、应把溜槽中的煤，运完后再停机。
4、清理机头各部不得压埋电机、减速箱，保持良好的文明生产环境。 5、认真填写工作日志，把当班输送机的情况向接班人交明。
第七节 贯通巷
一、概况：
二采区轨道巷目前已掘66米，但尚未和皮带大巷贯通，在继续掘进该巷时，先从皮带大巷开口掘进和轨道大巷贯通，贯通距离为23米，贯通后再继续二采区皮带巷的掘进，具体贯通位置由地测部门标定,为了保证安全顺利贯通,特制定本措施。
二、施工工艺：
1、贯通时支护参数仍和二采区皮带巷支护设计一致。
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2、在贯通处安装一顶板离层仪，加强顶板监测。 三、安全措施：
1、贯通前，由地测部门准确标定贯通位置。
2、贯通前，要对贯通附近的支护进行检查，有问题要先处理，后贯通，确定无问题后方可放炮贯通。
3、贯通前10m，施工队安排专人在风巷贯通处往外20m设立警戒并挂警戒牌，贯通施工期间，严禁任何人通过。
4、贯通前10m，严格执行“掘一支一”原则。
5、贯通前，施工队安排专人对贯通处顶板及两帮支护情况检查，确认无问题后方可贯通。
6、贯通前2米，要先打探眼，探出实际距离，根据实际情况采取少装药，放震动炮的措施，在加以风镐刷大断面达设计断面的办法进行贯通。
7、贯通时，掘进机要自下往上逐步进行割煤。如遇到煤体酥软、破碎，节理发育或出现高顶时，必须缩小循环进尺，短掘短进，一次成巷，如高顶片帮严重时应打设超前锚杆控制，帮锚杆必须紧跟窝头打设。
8、跟班队干、安全员主要负责监护顶帮情况和搞好现场互联保。 9、贯通施工要严格执行敲帮问顶制度。
10、施工过程中注意观察煤体变化情况，发现异常及时向有关部门汇报。
11、贯通后，两交叉口两帮要用帮网包帮，连续包五架棚。 附贯通平面示意图。 四、通风安全措施：
1、贯通前工作面风量174.2m3/min,贯通后形成通风系统。 2、贯通前检测二采区皮带巷内瓦斯浓度，若瓦斯超过0.8%，停止掘进，采区瓦斯稀释措施，待瓦斯稀释到0.8%以下后，方可贯通。
3、贯通时，要派当班瓦检员对皮带大巷和轨道大巷两巷内的瓦斯、
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CO2等有害气体进行检查，确认无问题后，方可贯通。如发现有毒、有害气体异常时，必须停止掘进，撤出人员，并汇报有关部门，采取有效的安全措施进行处理后方可贯通。
4、贯通时，要密切注意瓦斯探头的数值变化，发现报警，必须停止掘进，经瓦检员确认瓦斯浓度不超限时，方可进行贯通作业。 5、贯通后，及时通知通风部门。
附：贯通前通风系统图 贯通后通风系统图
五、其他有关规定：其他各项执行《二采区轨道大巷掘进作业规程》中有关规定
第八节 其他
一、提高工程质量的安全技术措施
1、严格执行岗位责任制和现场交接班节工程质量验收制度，巷道施工时必须严格按规程要求施工，施工时必须跟顶板按中线掘进、打眼、放炮时，必须按爆破作业图表进行。
2、现场发现有偏线或出现立肩调斜的棚子必须现场改好。 二、实现安全文明生产方面的安全技术措施 1、巷道内无杂物，无淤泥。 2、材料工具摆放整齐，挂牌管理。 3、管、线吊挂整齐，符合作业规程规定。
4、作业现场有规范的符合现场实际的“三图一表”牌板。
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第八章 灾害应急措施及避灾路线
一、灾害应急措施
1、发生火灾事故的自救避灾方法
发生火灾时，戴好自救器，采取一切可能的方法直接灭火，并汇报调度室。有组织的向火焰燃烧的相反方向撤退。若火势不大，应立即扑灭；若巷道充满烟雾，应冷静变清方向，有秩序的撤离灾区，若烟雾太大，迷失方向或撤退路线不畅，在自救器有效时间内不能达到安全地点，要就近找安全地点暂时躲避，等待救援，可能受到火灾威胁地区的人员撤到安全地点，电气设备着火时，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器灭火。
2、发生冒顶自救的避灾方法
认真观察冒落地点的顶帮情况，由外向里逐步处理浮矸煤，打好临时支柱，维护并清理好安全退路，防止救人时再次冒落，然后仔细分析遇难者的位置和埋压情况，在保证安全的情况下，将人员救出，若矸石块大，无法搬开，可用撬根、千斤顶将大块抬起支牢，不得用镐刨，铁锤砸，人员救出后，视情况进行有效抢救，若人员被堵在巷道中，要找安全地点坐下，采取自救措施，尽量减少氧气消耗，节约矿灯用电，一盘只开一盏，不定期敲打金属管件，发出求救信号，等待救援。
3、发生透水事故时的自救方法
发生透水事故时迅速报告调度室，通知附近地区人员，按规定路线撤离灾区，撤离时要往高处走，位于透水点人员撤离时，要摒住呼吸，用手拽住管路等用力闯过出水点，直到安全地点，若退路被水隔断，要寻找最高位置或离井筒、大巷最近点暂时躲避，并经常敲打铁器、巷帮，发出求救信号。若透水来自老空、老窑积水，撤离时应戴自救器或用湿毛巾掩住口、鼻等。
4、发生瓦斯、煤尘爆炸时矿工自救避灾方法
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听到爆炸声或感到冲击波震动气浪时，应背向爆炸波方向卧倒，脸朝下，头尽量低，有水沟的地方要卧倒在水沟侧，用湿毛巾捂住口鼻，用衣服盖住身体裸露部分。爆炸瞬间，屏住呼吸，正确戴好自救器，辨清方向，沿避灾路线撤离灾区，要两人以上同行，互相照应，若不清楚撤退路线是否安全，要选择建立临时避难峒室，等待救援。
二、避灾路线 1、水灾：
2采区轨道大巷掘进工作面→运输大巷→集中运输大巷→主斜井
→地面
2采区轨道大巷掘进工作面→轨道大巷→副斜井→地面 2、火灾：
2采区轨道大巷掘进工作面→运输大巷→集中运输大巷→主斜井
→地面
2采区轨道大巷掘进工作面→轨道大巷→副斜井→地面 3、反风时：
2采区轨道大巷掘进工作面→回风大巷→回风立井→地面 附：避灾路线示意图
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