岔河联营煤矿掘进作业规程
工作面名称：主轨道运输巷
矿长：
总工程师：
编制：生产技术科
编制日期：2016年4月20日
目录
第一章概况 1
第一节 概述 1
第二节编写依据 1
第三节巷道平面位置 2
第四节巷道位置及邻近情况 2
第二章施工安全条件 2
第三章施工设计 3
第一节 巷道布置 3
第二节支护设计 4
第四章施工工艺 7
第一节施工方法 7
第二节 掘进方式 7
第三节 爆破作业 8
第五章主要生产系统 11
第一节通风系统 11
第二节防尘、防灭火系统 13
第三节运输系统 13
第四节供电系统 13
第五节排水系统 14
第六节安全监控系统 14
第七节 压风系统 14
第八节 通信 15
第六章劳动组织与主要技术经济指标 15第一节 劳动组织 15
第二节 作业循环方式 19
第七章安全技术措施 20
（三）瓦斯治理 26
第八章工作面安全管理制度 36
第九章各工种操作规程 40
第十章灾害应急措施 51
第十一章煤质管理 54
第一章概况
第一节 概述
巷道名称施工
工艺
巷道
类别
方位
煤、岩
类别
坡度
支护
方式
断面
形状
断面规格
主轨道运输巷炮掘准备221°半煤岩跟煤锚网矩形
净宽
3.2m
净高
2.6m
一、巷道设计长度和服务年限
设计长度：885m（本次施工段为510m）
服务年限：5年以上
二、巷道用途
用于二采区行人、材料运输及进风。
三、预计开竣工时间
本掘进工作面计划于2016-4-27日开工、2017-11-20日完工。
第二节编写依据
一、岔河联营煤矿（15万吨/年生产矿井）《开采方案设计》
二、岔河联营煤矿（15万吨/年生产矿井）《安全专篇》
三、《煤矿安全规程》、《《煤矿防治水规定》、《贵州省煤矿水害防
治规定》
四、地质部门提供的有关地质资料和掘进地质说明书
第三节巷道平面位置
巷道平面位置见附图：《巷道布置示意图》
第四节巷道位置及邻近情况
1、巷道布置：该巷道布置在矿井西南方向，巷道在20210运输联络巷中部开口，按221°方位跟中线、跟煤顶板施工。
2、邻近情况：该巷道西南面为主皮带运输巷，东北面为10208回采工作面、集中回风巷，东南面为主皮带运输巷，其对应的地表为高山坡地（见：巷道布置图）。
第二章施工安全条件
1、地层：该巷道所处地层属上三叠纪火把冲组中下段。
2、地层产状：该巷道所处地层产状为：走向北东一南西120度，倾向210度，倾角1—5度。
3、围岩岩性：巷道沿煤层顶板挑底掘进，其岩性为：直接顶为细砂、粉砂岩，间接顶板为粉砂岩夹粘土岩。直接底板为细砂岩，间接底
板为粉砂岩、灰质泥岩。
煤层特征情况表
煤层特征单位参数备注
煤层厚度米 1.0~1.2
煤层倾角度1~5°
自燃发火期II自燃
绝对瓦斯涌出量m3/min0.85矿井绝对瓦斯涌出量相对瓦斯涌出量m3/t7.65
煤层爆炸指数%有爆炸危险
4、构造：本巷道所掘进区域以单斜构造为主，根据原主皮带运输巷及集中回风巷施工时揭露的情况分析，基本无构造。
5、 瓦斯情况：2015年8月，贵州黔源矿业开发有限公司对贞丰县挽澜乡岔河联营煤矿进行了矿井瓦斯等级鉴定：矿井最大绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min，最大绝对二氧化碳涌出量为1.50m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为9.13m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.46m3/t。鉴定结论为瓦斯矿井。
经实测，该巷道掘进时最大瓦斯涌出量为0.85m3/min.
根据贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定结果，岔河联营煤矿煤尘无爆炸危险性；煤层自燃发火等级鉴定为II类，属自燃煤层。
6、水文地质：该工作面开采K2煤层，据有关部门提供的水文地质资料可知，工作面的顶底底板均无含强水层，相邻的采空区采空情况已绘图标明并留设足够的安全保护煤柱，但根据《煤矿防治水规定》的要求，为做好“有掘必探、先探后掘”工作，我矿主轨道运输巷掘进前，必须制定探放水设计，进行探放水。
第三章施工设计
第一节 巷道布置
该巷道在20210运输联络巷中部开口，以方位角α：221°沿K2煤层施工。
该巷道总工程量为885米，本次施工段为510m。
第二节支护设计
一、巷道断面、支护形式
1、巷道断面及规格：采用矩形断面。
巷道净宽3.2m，净高2.6m，净断面8.3m2。
2、支护形式：采用锚杆配合金属网支护，顶板破碎地段采用12号矿用工字钢支护，棚距0.8m(中对中)。
3、支护材料规格及质量要求：锚杆长2.2m(用φ18mm螺纹钢加工而成)，锚网用φ3～4mm钢筋点焊而成。
质量要求：
①锚杆间距800mm，排距900mm，每排锚杆顶板打5根。
②锚网搭接不少于100mm，锚固剂顶板锚杆不少于3支，锚杆挂网不得滞后迎头0.8米。
③锚杆的锚固力要求达到：顶板≥60KN
④锚杆孔深2.2m,允许偏差0～+20mm。
⑤锚杆外露长度,露出托板不超过10~40mm。托板紧贴岩（煤）壁。
⑥锚杆角度：顶板垂直岩面，靠巷道两帮锚杆与岩面成75°。
4、相关要求
锚杆的间、排距偏差-100-100mm，锚杆露出螺母长度为10-40mm，锚杆应与井巷轮廓线切线或与层理面、节理面裂隙面垂直，最小不应小于75o，抗拔力、预应力不应小于设计值的90%。
5、临时支护
掘进工作面临时支护采用长不少于3.5米11＃工字钢梁，梁上端采用厚50mm，长28000mm的木板铺平，木板上面用坑木进行接顶，接顶必须严实，临时支护必须牢固。临时支护必须及时移到迎头使用，严禁空顶作业。
临时支护平面图
2、临时支护工艺、工序及要求：
（1）掘进（爆破）一个循环进度后，工作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬矸（煤），并随时进行敲帮问顶工作。确保无安全隐患后，人员站在永久支护下前移长梁。铺设木板时必须从外向内顺序进行，所有人员必须在有完整支护的地段工作，在临时支护保护下，完成出煤、刷帮、立柱腿、背帮等永久支护工艺过程，临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。顶板维护好后，撤出迎头所有人员，由外向里架设永久支护。临时支护与迎头的最大距离≦0.2m。
（2）加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。
二、永久支护工艺及要求
1、待炮掘够一个循环进度→工作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→前移临时支护→铺木板→接顶严实→永久支护。每移动一次长梁都必须检查是否合格。
2、永久支护必须紧跟迎头。待煤（矸）运出后，即可在临时支护下施工锚杆眼（或挖柱窝）架设永久支护。
3、使用11#矿用工字钢支护时，棚距为800mm，巷道背帮接顶必须严实。
4、巷道永久支护工程质量及文明生产要严格按《煤矿安全质量标准化掘进质量标准及考核评级办法》执行。
三、支护设计
（一）锚杆选用验证计算按悬吊理论计算锚杆参数
1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2
式中：L—锚杆长度，m；
H一冒落拱高度，m；
K一安全系数，一般取K=2；
L1一锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m
L2一锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；
其中：H=B／(2f)=3.4／(2×3)=O．57
式中：B一巷道开掘宽度，取2.8m；
F—岩石紧固性系数，取3；
则：L=2×0.57+0.5+0.05=1.69m<2.0m
（二）锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取a；
a=Q／(KHr)式中：
a一锚杆问排距，m：
Q一锚杆设计锚固力60KN／根
H一冒落拱高度取0.57m；
r一被悬吊砂岩的密度30KN／m3；
K一安全系数，一般取K=2：
则：a=60／(2×0.57×30)=1.75m>0.9m
通过以上计算，选用φ18×2200mm的高强度锚杆，间、排距为800mm×900mm，矩形布置，可满足安全及质量施工要求。
附：巷道施工断面图(见附图)
第四章施工工艺
第一节施工方法
巷道采用打眼爆破法掘进，楔形掏槽，全断面一次装药一次起爆（否则必须分次装药分次起爆）。
迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序找掉活石危岩，然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。
第二节 掘进方式
1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。即爆破落煤（矸），人工掏矸，人工支护，皮带配溜子运输的掘进作业方式。
钻眼时采用ZM-1.2型煤电钻两台(一台备用),配合麻花钻杆两根（2米/根），合金钻头两个（型号为32），进行钻眼工作;风钻（7655或开山24钻机）用于卧底钻眼。
2、钻爆掘进工艺流程：
钻眼前的准备（检查瓦斯）→空顶段敲帮问顶→临时支护→钻眼→检查瓦斯→装药联线→检查瓦斯并撤人设警戒→爆破→检查瓦斯及检查爆破效果→洒水消尘、维护顶板临时支护→出煤（矸）→永久支护。
3、钻爆工序要求：
1）钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的瓦斯及支护情况，发现问题及时处理。
2）必须依据巷道在工作面的位置按规定布置眼位。
3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻眼。
4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。
5）爆破采用正向装药，联线方式为串联，使用毫秒延期电雷管，不低于三级的煤矿许用乳化炸药，第一段与最后一段的间隔时间不得超过130ms，每眼使用1～2个水炮泥。
6）爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口及爆破撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒，警戒位置：20210运输联络巷皮带机尾、机头处，每一警戒点安排2人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知爆破员及班组长，已设好警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知到后才可装药爆破，放炮必须在进风流中进行。
爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。
第三节 爆破作业
掏槽眼装药量为0.45×4=1.8Kg，辅助眼及周边眼装药量
0.3×6=1.8Kg，顶眼装药量为0.3×5=1.5kg，底眼装药量0.45×6=2.7kg，循环爆破炸药消耗量为7.8Kg，炮眼布置图与爆破说明书如下：
炮眼布置三视图（1：50）
爆破说明书
眼号炮眼
名称
炮眼深度
（米）
炮泥长度
（米）
装药量倾角爆破
顺序
联线
方式
个/眼总计
（kg）
水平垂直
1~4掏槽眼 1.5填满3
7.8750Ⅰ
串
联
5~6辅助眼 1.3填满2900Ⅱ7~10帮眼 1.3填满2800Ⅲ11~15顶眼 1.3填满290+85Ⅳ16~21底眼 1.3填满290—85Ⅴ共计30.6
图4—2 炮眼装药结构示意图
表4—1 爆破条件
序号名称单位数量1掘进断面米28.3
2坚固性系数f4~5
3工作面瓦斯情况m3/min0.85
4毫秒雷管段1～5
5煤矿安全炸药Ⅲ级
表4—2 预期爆破效果
名称单位数量序号名称单位数量炮眼利用率0.855每米巷道炸药消
耗量
公斤/米 5.5
每循环工作面
进尺米1．36每循环炮眼总长
度
米/循环32
每循环落煤（矸）米39.47每米3煤炭雷管消
耗量
个/米31．64
炸药消耗量公斤/米31．08每米巷道雷管消
耗量
个/米22．6
附：1、发爆器型号MFB－100
2、一次装药一次放炮，严禁一次装药分次放炮。
第五章主要生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
采用压入式通风，用对旋式轴流局部通风机送风。供风距离
300m。
二、掘进工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q=100×q×k=100×0.85×1.5 =127.5m3/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0.8％的换算值;
q——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.85m3/min;（根据掘进工作面瓦斯涌出量最大值计算）
k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。
2、按炸药量计算：
Q=25A=25×7.8=195m3/min
式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min;
25——每千克炸药不低于25m3的配风量;
A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;
3、按人数计算：
Q=4×n=4×9×2=72m3/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4m3/min的配风量;
n——掘进工作面同时工作的最多人数。
4、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：200m3/min。
5、掘进工作面风量、风速测算：
（1）根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算煤巷风速为：V=Q/S=200/(8.3×60)=0.4m/s＞0.25 m/s
式中： V——巷道风速，m/s;
Q——巷道风量，m3/min;
S——巷道净断面，m2;
（2）根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、半煤巷最低允许风速为0.25m/s，最高允许4m/s，以上计算出的巷道风速为0.4m/s，符合《煤矿安全规程》规定。
附：《通风系统示意图》
三、设备选型及局部通风机的安装地点
根据以上计算，选用FBD-N0：6.3/2×15局部通风机两台，风量280～190m3/min，采用Φ600mm的阻燃柔性风筒导风。局扇通风机必须实现双风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式，一台工作，一台备用。
局部通风机安设在主皮带运输巷风门外,不影响皮带运行。局扇安设高度离地面不低于0.3m。
主皮带运输巷（新鲜风流）→导风筒（经过风门）→20210运输联络巷（导风筒）→掘进工作面
掘进工作面（乏风）→20210运输联络巷→集中回风巷→风井→地面。
第二节防尘、防灭火系统
工作面设置简易防尘系统一套，主要由直径50mm钢管、“100米设一三通”、净化水雾设施、转载点喷雾装置和工作面喷淋管路组成。防尘用水接于主运巷矿井防尘用水主管路（附：防尘系统图）。
第三节运输系统
1、工作面出煤（渣），采用刮板机、皮带机运输。
2、工作面所需材料，地面装车后，通过副井放至井底车场，由对拉绞车拉至联络巷，然后人工推车至工作面(见运输系统图)。
运煤（矸）系统
工作面→20210运输联络巷→主皮带运输巷→主斜井→地面。
材料设备运输系统：
地面→副斜井→主轨道运输巷→主皮带运输巷→工作面
附：《运输系统图》
第四节供电系统
该迎头掘进施工中，电源来源于井下变电所，供电方式为集中供电，经分路开关——阻燃电缆接至主皮带联络巷开关，再用不同平方电缆，经过综合保护开关，供迎头各机械设备用，电缆要吊挂整齐，电缆钩间距不大于3m一个，电缆的垂度不大于50mm。
第五节排水系统
根据地质说明书的有关资料，参照已掘进的临近巷道实际情况，掘进过程中局部裂隙发育地段可能有少量淋水。
排水系统：工作面迎头设临时水仓一主皮带运输巷一主轨道运输巷一主水仓一副井一地面污水处理站。
第六节安全监控系统
1、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安装1台分站，2个瓦斯传感器、1个一氧化碳传感器。
2、在工作面距迎头5m内（在风筒另一侧）、距回风口10～15m处各设置1个瓦斯传感器。瓦斯传感器位置为距顶板不大于0.3m，距巷帮不小于0.2m，其报警值为0.8%；距回风口10～15m处安设1个一氧化碳
传感器，其报警值为24PPm。
附：安全监控系统图
第七节 压风系统
工作面压风风源来自地面工业广场（副井口侧）压风机房，该机房安装型号LG-105/8G压风机一台，电机功率为55KW。承担井下所有工作面用风，通过压风管路到达掘进工作面用风地点，主管的管径为
Φ100，支管管径为Φ50。
压风路线：地面空气压缩机→副斜井→主轨道运输巷→主皮带运输巷→工作面迎头。
附：压风系统图
第八节 通信
井下掘进工作面与矿领导、各区队、调度室、绞车房、车场、配电室等地点通讯联系，采用程控自动交换机。矿用本质安全型壁挂话机，每个电话机旁都配有全矿各部门的电话号码。本安型电话机安设位置距工作面迎头不超过50m。通过通讯电缆敷设到井下各施工地点。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
1、作业方式：三八工作制。
2、严格执行交接班制度：
预期爆破效果
序号名称单位数量1炮眼利用率%88
2每昼夜循环工作面进尺m 3.6
劳 动 组 织 配 备 表
序号工 种
人 数
圆班人数
备 注
一班二班三班
1打眼、支护3339
2信号、排水1113
3装车工44412
4班长1113
5 99927
主要技术经济指标表
序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量
1掘进断面米28.616砌块消耗定额
米3/米/2净断面米2
8.317掘进煤量吨/米43每循环爆破实体煤岩m 311. 284每昼夜循环雷管消耗量个545每昼夜循环炸药消耗量Kg 74.076每米掘进巷道雷管消耗量个/m 11.257每m 3原煤（岩）雷管消耗
量个/m 3 4.7878每米掘进巷道炸药消耗量kg/m 15.5639每m 3原煤岩炸药消耗量
kg/m 3 6.610月进度m 8111日循环个数个312正规循环率%9013
月生产天数
d
25
3巷道坡度跟煤18日出勤人
数
人27
4工程量米88519掘进工效
率
米/工0.2
5昼夜循环个
数
个320工期月 1.5
6循环进尺米 1.221 7日进尺米/日 3.622 8月循环率%9023 9平均月进度米/月8124
10坑木消耗定
额
米3/米0～0.125
11炸药消耗定
额
公斤/
米
8.3326
12雷管消耗定
额
个/米18.927
13钢材消耗定
额
公斤/
米
28
14水泥消耗定
额
公斤/
米
/29
15砂子消耗定
额
米3/米/30直接成本元/米
（1）各班班长必须认真组织、严格执行交接班制度。
（2）每个生产班必须由班长统一领工，做到集体入井、集体交接、集体收工、集体出井。
（3）每个班入井前，必须由跟班矿长主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；二是进行安全预想、讨评。班前会要准时、简明，完毕后排队领灯、接受检身，排队入井，要准时入井，安全准时到达作业地点。
（4）进入作业地点后，必须与上一班岗对岗、面对面交班，交不清不能走。
（5）每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准化的要求，在本班内保质保量按时完成额定工作任务。
（6）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。
（7）交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。
（8）凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。
（9）接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。
（10）交接双方班长要相互协调，如发生争执意见，必须及时向本队队长或当日值班矿长汇报，并按值班矿长提出的协调意见执行。
第二节 作业循环方式
一、炮掘循环方式
掘进正规循环作业见表
正规循环作业图表
一班
二班
三班
工
序
时间
(min)
8
9
10
11
12
14
15
16
16
～
～
8
1
交接班
10
2
安全检查10
3
打眼准备10
4
打眼
120
5
联线、设岗40
6
放炮
60
7
安全及瓦检
10
8
临时支护40
9
洒水防尘
10
出渣（煤）
80
11
永久支护
70
12
巷道清理
20
同
一
班
同
二
班
备注
加强工作面的顶板管理，及时进行临时支护。
第一章概况 第一节概述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为五号交岔点。 二、掘进目的及用途 五号交岔点为16号煤二号无极绳车场服务。 三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度：五号交岔点长16.525m，掘进体积515.5m3； 2、服务年限：117.7年。 第二节编写依据 一、图纸会审记录及开工报告 经过建设单位、监理、设计院及施工单位共同会审过的五号交岔点图纸及开工报告。批准时间为2009年4月30日。 二、地质部门提供的地质说明书 工程科于4月29日提供的五号交岔点地质预测剖面图。 三、施工作业计划 骆驼山项目部4月30日下达的五月份施工计划。 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 神华乌海煤焦化有限责任公司骆驼山煤矿是一个正在建设中的煤矿，井田位于乌海市海南区,由乌海至公乌素矿区的海拉铁路支线呈南北向纵贯井田中部。丹～拉（丹东～拉萨）高速公路从本井田中部通过。 地势东高西低，区内常年地表无水流，地形坡度较大，沟谷发育，地形不利于积水。区内多系残丘、孤山、古砾石地形，局部地段有风积沙。 巷道与相邻煤（岩）层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况的工程无影响。老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。附表： 井上下对照关系表
第二节煤（岩）层赋存特征 根据16煤轨道巷开口现已揭露的地质资料表明，五号交岔点在16#煤与砂质泥岩中施工，顶部主要以砂质泥岩为主，起拱线以下为16煤，煤层倾角3o，局部破碎，属不稳定顶板。 第三节地质构造 该井田基本构造形态为一向西倾斜的单斜构造，五号交岔点区内地层较平缓，走向近南北，施工范围内无断层等地质构造。 第四节水文地质 根据已有的地质资料预计五号交岔点煤岩中无水。 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置 五号交岔点起点位于四号交岔点向前87.154m处，五号交岔点长16.525m，掘进体积为515.5m3；1-1断面掘进断面为20.1m2，掘进宽度5200mm，掘进高度4420mm；2-2断面掘进断面为11.4m2，掘进宽度3400mm，掘进高度3720mm；3-3断面掘进断面为42.2m2，掘进宽度8530mm，掘进高度5865mm。五号交岔点坡度为3‰，巷道布置见平面图。 附图一：五号交岔点布置平面图 第二节支护方式 一、永久支护 五号交岔点永久支护方式采用锚网喷加锚索支护。锚杆杆体材料采用Φ20mm的螺纹钢，锚杆间排距为600×600mm，菱形布置；规格为Ф20×2200mm，锚深2150mm，锚杆外露长度为50mm；锚固剂采用树脂药卷,规格为MSZ28/35,每根锚杆使用三卷,采用端头支护锚固力不低于50KN（锚
规程编号J2018-XXX-1 保存单位 鹿山矿业有限责任公司 掘进作业规程 鹿西一井 采区：四采区掘进队：021掘进队 施工地点： 8# 层右八片平巷 提报单位 行政井长生产井长安全井长技术井长机电井长段队长编制人 提报日期：2018年4月11日 J-掘进2018-年份 XXX-场子号X 第几份规程 不分采区的此栏可取消
鹿山优质煤有限责任公司鹿西一井(四采区) 右八片平巷规程编号J2018-XXX-X会审时间 施工地点 8#层右八片平巷主持人 会审意见: 以公司实际科室名称为准，副总以公司实际配置的名 称为准 总工程师生产副总安全副总通风副总机运副总地质副总 生产科安监科通风科机运科地测科监测科培训科
鹿山优质煤有限责任公司鹿西一井(四采区) 右八片平巷 目录 第一章概述……………………………………………………………………… 第一节概述………………………………………………………………… 第二节编写依据……………………………………………………………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……………………………… 第二节煤（岩）赋存情况………………………………………………… 第三节地质构造…………………………………………………………… 第四节水文地质……………………………………………………………第三章巷道布置及支户说明…………………………………………………… 第一节巷道布置…………………………………………………………… 第二节支护设计…………………………………………………………… 第三节支护工艺……………………………………………………………第四章施工工艺………………………………………………………………… 第一节施工方法…………………………………………………………… 第二节凿岩方式…………………………………………………………… 第三节爆破作业…………………………………………………………… 第四节装载与运输………………………………………………………… 第五节管线及轨道敷设…………………………………………………… 第六节设备及工具配备……………………………………………………第五章生产系统………………………………………………………………… 第一节通风………………………………………………………………… 第二节压风………………………………………………………………… 第三节瓦斯防治…………………………………………………………… 第四节综合防尘…………………………………………………………… 第五节防灭火……………………………………………………………… 第六节安全监控…………………………………………………………… 第七节供电………………………………………………………………… 第八节排水………………………………………………………………… 第九节运输………………………………………………………………… 第十节照明、通信、和信号………………………………………………第六章劳动组织及主要技术经济指标………………………………………… 第一节劳动组织…………………………………………………………… 第二节作业循环…………………………………………………………… 第三节主要技术经济指标…………………………………………………第七章安全技术措施…………………………………………………………… 第一节一通三防…………………………………………………………… 第二节顶板………………………………………………………………… 第三节爆破………………………………………………………………… 第四节防治水……………………………………………………………… 第五节机电………………………………………………………………… 第六节运输…………………………………………………………………
煤矿轨道大巷延伸支护变更安全技术措施| 煤矿轨道大巷延伸支护变更安全技术措施 一、工程概况 轨道大巷延伸已施工至P3测点前44.5m，根据生产需要，需变更支护方式为4.6m锚网索支护，为保证掘进期间施工安全，特编制本安全技术措施。 附图1：轨道大巷延伸施工平面图二、施工方法及要求 （一） 掘进期间不再采用4.2m“M5钢带”，由4.6m“T140H高凸强力T型钢带”代替原钢带进行顶部支护。 （二） “T140H高凸强力T型钢带”规格为：钢带长度4.6m，钢带厚度10mm，孔径32mm，孔距800mm。 （三） 钢带使用时“凹槽”面向正顶，巷道断面由4.2m变更为 4.6m，变更后以巷道前进方向右帮齐，左帮扩刷0.4m。 三、永久支护及临时支护 （一） 原支护形式：巷道顶部采用4.2mM5钢带+金属网 +Ф22mm×L2400mm左旋无纵肋螺纹钢式树脂锚杆支护；帮部采用Ф20mm×L2200mm右旋树脂锚杆+钢筋梯+金属网+塑编网支护，锚
杆间排距为800mm×800mm；锚固剂使用2卷，外侧1卷用 MSZ2350（中速）锚固剂，里侧1卷用MSK2350（快速）锚固剂。 金属网采用14#（或12#）铁丝连接，扭结不少于3圈，铁丝扭结头外露不超过30mm，朝向内侧，连网间距≤300mm；塑编网搭接100mm，并用连网绳扎好，铺设平整，平整度误差不得超过 30mm。 （二） 变更后支护形式：巷道顶部采用4.6mT140H高凸强力T型钢带+金属网+Ф22mm×L2400mm左旋无纵肋螺纹钢式树脂锚杆支护；帮部采用Ф20mm×L2200mm右旋树脂锚杆+钢筋梯+金属网+塑编网支护，锚杆间排距为800mm×800mm；锚固剂使用2卷，外侧1卷用MSZ2350（中速）锚固剂，里侧1卷用MSK2350（快速）锚固剂。 金属网采用14#（或12#）铁丝连接，扭结不少于3圈，铁丝扭结头外露不超过30mm，朝向内侧，连网间距≤300mm；塑编网搭接100mm，并用连网绳扎好，铺设平整，平整度误差不得超过 30mm。 附图2：轨道大巷延伸支护变更前断面图附图3：轨道大巷延伸支护变更后断面图（三） 临时支护 1、采用吊环式前探梁临时支护，前探梁为4根管径不小于2吋长度4.0m的无缝钢管，管壁厚度不小于4mm；吊环采用钢板
文件编号：TP-AR-L5588 In Terms Of Organization Management, It Is Necessary To Form A Certain Guiding And Planning Executable Plan, So As To Help Decision-Makers To Carry Out Better Production And Management From Multiple Perspectives. （示范文本） 编制：_______________ 审核：_______________ 单位：_______________ 轨道下山安全技术措施 正式样本
轨道下山安全技术措施正式样本 使用注意：该解决方案资料可用在组织/机构/单位管理上，形成一定的具有指导性，规划性的可执行计划，从而实现多角度地帮助决策人员进行更好的生产与管理。材料内容可根据实际情况作相应修改，请在使用时认真阅读。 一采区轨道下山在四联巷口拨门，拨门门点位置坐标为(X：4032326.992，Y：19596236.492)，掘进方位角为159?；按中线施工，沿煤层底板掘进，标高为+791。拨门前，先在开门口补打1排锚索加强支护，间距为1.5m，3根。拨门点采用打眼放炮的方法进行，施工前将放炮地点前后10米范围内的风水管路、电缆、皮带机尾用旧皮带、木板等掩护好，将电缆落地。采用锚网喷支护，喷浆时另外编制安全技术措施。在掘进机未安装完毕，仍采用放炮掘进。为确保施工安全，特编制安全技术措施如下： 一、准备工作
1、技术科：指定巷道的开口位置，放好巷道的中线，并向施工单位贯彻本措施。 2、施工队：准备好打眼时所用的机具，炸药箱、放炮母线及发爆器，并安装一部刮板机。 3、通风科：在四联巷上侧20m处安装风机，在回风联巷口安装防尘水幕。 4、机电科：将风水管路接到位，安装水泵、排水管路，提前排完开口位置积水。 二、技术要求 1、轨道下山巷开口时掘进方式为炮掘，按技术科给定的中腰线掘进，炮掘50米后，改为综掘，掘进断面为矩形形，巷道毛宽3.8米，净宽3.6米，毛高2.7米，净高2.6米，毛断面面积10.26m?，净断面积9.36m?，巷道掘进时必须保证巷道的毛宽。巷道开口位置在D6点前20米处，巷道方位158°，
目录 目录--------------------------------------------------- 1 第一章编制概况---------------------------------------- 3 第一节概述------------------------------------------- 3 第二节编写依据--------------------------------------- 3 第二章地面相对位置及地质情况-------------------------- 4第一节地面相对位置及临近采区开采情况----------------- 4第二节煤（岩）层赋存特性----------------------------- 7第三节地质构造--------------------------------------- 8 第四节水文地质--------------------------------------- 8 第三章巷道布置及支护说明------------------------------ 11 第一节巷道布置--------------------------------------- 11 第二节矿压观测--------------------------------------- 12 第三节支护设计--------------------------------------- 12 第四节支护工艺--------------------------------------- 21 第四章施工工艺---------------------------------------- 31 第一节施工方法--------------------------------------- 31 第二节凿岩方式--------------------------------------- 32 第三节装载与运输------------------------------------- 34 第四节管线与轨道敷设--------------------------------- 35 第五节设备及工具配备--------------------------------- 36 第五章生产系统---------------------------------------- 39 第一节通风------------------------------------------- 39 第二节安全避险“六大系统”--------------------------- 43第三节瓦斯防治--------------------------------------- 47 第四节防突管理---------------------------------------- 49
华坪大华煤炭有限责任公司 大凉煤矿 掘进作业规程掘进面名称：1400大巷 单位：掘进队 编制人： 技术负责： 矿长： 2013年2月 16日编
一、概况 1、一般情况： 2、规程编制依据(采区设计、上级批准文件及矿技术主管决定等)： 本规程根据《大凉煤矿初步设计》及矿生产实际，经矿生产调度会讨论决定编制。 3、地质情况简述(说明遇有小窑、断层、透镜体及其它变化情况)： 该巷道掘进时地质构造简单，掘进过程中可能会遇到断层和。局部巷道顶板破碎，给支护带来一定的难度。 二、巷道煤层、围岩特征及柱状图 1、巷道煤层和围岩特征(文字描绘)： (巷道煤层和围岩特征) 巷道顶板有一层0.2m左右的泥质粉沙岩伪顶，直接顶为粉砂岩，巷道掘出后必须及时支护。 2、柱状图：
3、巷道断面形状及规格尺寸：（图中标注尺寸为巷道净断面单位：mm ） 说明：①、巷道净高（自轨面起）为2m ，净宽为2.4m ；②、临时支护为前探支护；永久支护为锚杆支护，局部顶板破碎的采用锚杆加锚网；③水沟布置在巷道的下帮，水沟深度自枕木面下深0.3m ，宽度为0.3m ；④、在施工中巷道两壁要打挂装眼，其高度自轨面起不小于1.7m ，其深度煤巷不小于0.5m ，岩巷不小于0.3m ；
4、在煤岩层中的位置(文字说明)： 该巷道沿C a 煤层层位掘进。 1 三、架木支护巷道图及说明 1、支护图： （1）、前探支护断面图、剖面图 说明：①、前探支护用8Kg/m的两根钢轨，长4.6m，用铁链捆在靠近迎头的两排锚杆上，探出部分铺上背板。铁链不能捆太紧，以便工作面推进，钢轨不得使用弯曲的前探梁。②、永久支护距离工作迎头的最大距离不得大于2m；③、前探支护好后，最前面的前探梁板距离工作迎头的最大空顶距离不得大于0.1m。 （2）、锚杆支护断面图、剖面图、平面图（单位：mm）
轨道下山联络巷施工安全技术措施示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月
轨道下山联络巷施工安全技术措施示范 文本 使用指引：此解决方案资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。 根据三采区设计方案，从副平硐掘进一条联络巷与三 采区轨道下山联通，方便以后绞车房和轨道下山掘进的运 输和运料。此巷到从副平硐和主平硐联络巷交叉口以里26 米处以43°方位角开口，预计工程量62米。为确保施工安 全，特编制此安全技术措施，望施工过程中严格执行。 一、支护说明 1、净宽×净高=3.6m×3.0m，半圆拱形状。 2、采用锚杆挂网，喷浆支护，锚杆间距800mm× 800mm，喷浆厚度不小于100mm。 3、喷浆要能覆盖锚杆露头，喷完浆后看不见锚杆露 头，保证巷道壁平滑。
二、施工方法 1、采用凿岩机人工打眼放炮，耙沙机出渣，电机车运输。 2、通风方式：采用局部通风机压入式通风。 3、供电方式：由一采区配电所660V电源供电。 4、爆破：炸材选用煤矿许用三级乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管1—5段。 5、防尘：由主井专用防尘管路经￠25管道接入供给。 三、安全技术措施 顶板管理 1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无隐患时方可作业。 2、要认真坚持“敲邦问顶”制度，及时用长柄工具找掉危岩，特别是打眼前、放炮后。 3、找顶工作必须遵守下列规定：
第一章编制概况 第一节概述 一、巷道名称 6煤轨道上山。 二、掘进目的及用途 目的：形成运输系统。 用途：满足井下矿井运输、管线敷设、行人、通风的要求。 三、巷道设计长度和服务年限 设计长度：385.9 m。 服务年限：30年。 四、预计开工、竣工时间 本巷道自2014年5月 29 日开工，预计2014年12月竣工。 五、巷道平面布置 附图(一)：6煤轨道上山平面布置图 附图(二)：6煤轨道上山剖面图 第二节编写依据 一、编制依据 《6煤轨道上山设计与地质说明》 二、其它技术规范 1、《煤矿安全规程》 2、《煤矿作业规程编制指南》 3、《各工种操作规程》 第二章地面相对位置及地质情况 第一节地面相对位置及临近采区开采情况本工作面为6煤轨道上山掘进工作面。周边为6煤胶带上山、6煤回
风上山、6煤轨道石门及ZK302水文地质钻孔、陷落柱与F1号断层。 详见附图（三）：井上下对照图。 （表一）井上、下对照关系情况表 第二节地质构造 本巷道掘进范围内煤岩层整体为单斜构造，走向25～30°、倾向115～120°、倾角0～13°。根据三维地震报告显示，工作面掘进范围内可能有陷落柱，工作面北侧发育有F1号断层，断层走向260～270°、倾向350～360°、倾角65°、落差约6m。 根据瞬变电磁探测结果，可能发育有X3号陷落柱的掘进范围内没有明显低阻异常区，该陷落柱大量含水的可能性较小，由于物探的局限性和多解性，掘进过程中仍应做好防、排水等相关安全措施，保证安全生产。 由于勘探不足，对地质构造的控制程度不够，掘进前方不排除有小型向斜或断层等地质构造发育，施工过程中如遇异常情况（帮顶淋水、
52204巷掘进作业规程 第一章概况 概述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为52204回风顺槽巷。 二、掘进目的及用途 1、掘进目的：是为了形成82204综采工作面运料、回风系统。 2、用途：满足82204材料运输、通风、行人、管路敷设等需要。 3、性质：本作业规程掘进的巷道是沿22#煤层底板掘进。 三、巷道设计长度及服务年限 1、52204回风顺槽巷设计长度：2400 m，已掘81m,剩余2319m待掘。 2、服务年限：82204工作面回采结束。 四、预计开竣工时间 预计开工时间为2015年3月11日，竣工时间为2015年11月1日。 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
第二节煤层赋存特征 1、 22#煤层上距22-1号煤层7.25～29.60m，平均21.11m，煤层厚度2.17～7.73m，平均5.34m，含夹矸1～7层，一般为3-5层，结构复杂，属全区可采的稳定煤层，顶板岩性为砂质泥岩、粗粒砂岩，底板多为泥岩、砂质泥岩。 2、煤层顶底板情况表 22#煤层顶、底板情况
二、其它地质情况： 1、瓦斯 22号煤层属瓦斯煤层（山西省煤炭工业厅晋煤瓦发【2013】47号文件批复瓦斯鉴定报告—通风科）。 2、煤尘 据矿方2010年7月采取22号煤层煤样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性试验结果为：22号煤层火焰长度为＞400mm，加岩粉量为80%， 22号煤层煤尘有爆炸性。 3、煤的自燃 该矿于2010年4月13日采取22号煤层煤样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性试验结果为：22号煤层自燃等级为Ⅱ类，自燃倾向性属自燃。 4、地温、地压 据地质报告，井下末发现有地温地压异常情况，本区属地温地压正常区。 第三节地质构造 该井田位于大同煤田南东部，总体构造形态为单斜构造，地层走向近东西，倾向北，在井田南部，伴有一宽缓的背斜构造，轴向近东西。地层平缓，倾角一般为8°～12°,各含煤地层沿走向及倾向的产状变化不大，工作面有少量断层，无岩浆岩活动的影响，属构造简单类型。 第四节水文地质 根据集中辅运大巷、集中胶带运输大巷、集中回风大巷的掘进情况，该区域底板无涌水。根据附近钻孔资料、相邻集中辅运大巷实揭地质资料及22#底板等高线分析，该工作面内地质构造简单，顶板比较稳定，产状平缓，但也不能排除小落差断层导致局部顶板有少量涌水出现。52204工作面四周为实体煤，因资料不祥，不能排除以往小窑对下层煤是否开采破坏，52204工作面在掘进过程中必须坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。根据矿井开采情况，井下正常涌水量5m3/h。井田22号煤层水文地质类型属中等型。 第三章巷道布置及支护说明
目录 第一章安装工作概述 (2) 第二章安装前的准备工作 (5) 第一节施工前的准备 (5) 第二节耐压试验 (5) 第三节绝缘水平试验 (6) 第三章设备运输 (6) 第一节设备吊运 (6) 第二节设备入井 (7) 第三节设备井下搬运 (7) 第四章设备的安装 (8) 第一节高压配电装置的安装 (8) 第二节移动变电站安装 (9) 第五章劳动组织 (11) 第六章安全技术措施 (11) 第七章安全注意事项 (13)
第一章安装工作概述 一、变电所概况： 采区变电所位于轨道下山底，-110m水平。长度29m，面积90m2。巷道采用混凝土砌硂支护。 二、设备概况： 根据井下工程设计要求，安装井下采区变电所。井下采区变电所设备安装内容：9台隔爆型高压开关，其中变电所配备2台BGP47-10矿用隔爆型高压真空配电装置双回路供电总配电开关。1台PJG47-300/10Y矿用隔爆型高压真空配电装置做为联络开关，1台PJG47-100/10Y矿用隔爆型高压真空配电装置和1台PSG47-300/10矿用隔爆型高压真空配电装置做为2台变压器配电开关。4台QJGZ-50/10矿用隔爆型高压真空启动装置做为高压水泵启动开关。使用1台KBSG-630/10矿用隔爆型干式变压器做为井下掘进动力变压器。1台KBSG-100/10矿用隔爆型干式变压器做为井下局部风机专用变压器。1台KJZ5-1000/660做为低压总控馈电开关。KJZ5-630/660和KJZ5-400/660真空馈电开关各1台。1台ZBZ-4.0隔爆型照明信号综合保护装置做为变电所主接地系统及变电所内的照明及其辅助设施。 三、安装工作概述： 电气设备安装必须台台上架，设备靠墙一侧必须大于0.8米，设备顶部与变电所顶距必须大于1米，设备间距为0.5米左右便于维修，
林西富源矿业有限责任公司 掘进工程作业规程 主管经理 总工程师 安全主管 林西富源公司技术科 2013年8月20日一、工程环境概况：
该沿脉工作面位于十三中段，坐标N4840792、E39602102。70线附近运输巷道，在此运输巷道60米处为该沿脉30m处有空采区因上下中段贯通，必须设立警示牌，距十三中段放矿溜井240m。距十三中段安全出口260m，距十三中段回风巷道150m。该沿脉为独头掘进巷道，相邻20m 内无平行巷道掘进及其他爆破工程。掘进方向15m 以内无其他爆破工程，十三中段工作区域内，入风和回风巷道工程已完成，达到爆破施工要求。安全行人通道工程已完成。防、排水工程前期已完成。二、地质概况： 该沿脉围岩已用150水平钻在水平掘进方向前期探明。且以砂岩、板岩为主，硬度系数f=8-10。水文地质：无含水层和断层水。80m 内无破碎区，岩性稳定。设计沿脉掘进方位325°。60m处有破碎，节理发育，裂隙明显，（中）薄层状结构，结构，整体性较差，岩体破碎，无支护情况下（极）易发生坍塌f=4.5-5.5 三、掘进工程断面 三、掘进工程断面 断面尺寸的大小，既要满足安全使用要求，又要减少不必要的开挖量。根据通过巷道中运输设备的类型和数量及各种安全间隙来确定断面尺寸。即2.2m×2.3m 四、掘进工序 掘进工程主要工序为：凿岩、爆破、装运，此外还有支护、撬浮石、通风、接管线等辅助工艺。平巷掘进为掘进支护铺轨架线依次成巷方式，即：掘进工程结束后，进行铺轨架线，如遇破碎需先进行支护，经验收合格后，掘进工程结束。 平巷掘进必须做到符合以下规定：
（1）断面应符合设计要求，严谨欠挖超挖, （2）平巷的方向和坡度应符合设计要求； （3）爆破的岩块粒度均匀不得超过直径40cm，爆堆集中； （4）在保证爆破效果的前提下，爆破器材消耗要小； （5）炮眼利用率要在0.8-0.9； （6）支护材料与支护方式要符合安全规程及实际工程需要； 五、凿岩 （1）、凿岩工具：使用气腿式风水联动7655式凿岩机，选用适应岩性的钎头和钎杆，风源自地表压风机房由主斜井经中段口介入，水源自于主斜井经中段口接入。 （2）、凿岩工艺：爆破凿岩严格按照中线腰线施工，按照控制爆破要求，在井巷断面上合理布置掏槽眼，辅助眼及周边眼。断面炮孔布置。详见爆破设计。 （3）、根据岩石的易爆性，选择适宜的凿眼爆破参数，尤其要选择适应的掏槽方式。允许周边眼向外偏2～3度的角度。 （4）、打眼时严格按照凿岩技术、炮眼排列技术和控制爆破技术进行施工。在无设计变更的情况下不得更改设计规定的断面尺寸，掘进规格不得小于设计断面尺寸。电缆风水管和风筒吊挂眼必须按设计规定及时打好跟进。 （5）、打眼时必须两人，分工明确，助手要为主机手凿岩做好一切准备工作。 （6）、吹炮眼时，吹眼人不要对着炮眼，主机手和助手两人要配合好，以免失误伤人，严禁工作时嬉笑打闹。 （7）、在不安全的作业地点禁止两台（或多台）凿岩机同时作业。禁止在一个工作面内同时进行凿岩与装药作业。
渝阳煤矿巷道掘进 作业规程 1
渝阳煤矿巷道掘进作业规程 巷道名称: S1807( N) 运输巷 编制: __ 徐刚______ 审核: __ 张和栋______ 总工程师: __ 周政林______ 二00七年六月十三日
编制依据 1．《煤矿安全规程》。 2.《S1807( N) 工作面掘进地质说明书》。 3．《S1807( N) 综采工作面巷道布置设计》图号S1140-158-1( G2) 。 4．《重煤集团煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法( 试行) 》及其执行说明。 5．渝阳煤矿《技术安全操作规程和岗位责任制》编。 6．《松藻煤电公司关于印发加强顶板管理若干规定的通知》松煤电发〔〕183号。
目录 第一章工程概况 (1) 第一节巷道位置及用途 (1) 第二节巷道工程特征 (1) 第三节地质情况 (1) 第二章主要生产安全系统 (2) 第一节运输系统 (2) 第二节通风、监测、防尘、消防系统 (3) 第三节供电、供风、供水、排水、通讯系统 (4) 第三章施工方法及施工工艺 (5) 第一节施工方法 (5) 第二节施工工艺 (6) 第三节施工设备及施工工具 (7) 第四节巷道支护 (7) 第四章施工组织及主要技术经济指标 (9) 第一节作业方式与循环方式 (9) 第二节劳动组织 (9) 第三节主要技术经济指标 (10) 第五章安全质量标准化管理 (10) 第六章安全技术管理措施 (13) 第一节一般规定 (13)
资料内容仅供参考，如有不当或者侵权，请联系本人改正或者删除。 第二节安全技术管理措施 (13) 第三节灾害防治措施 (20) 第四节安全组织保障措施 (21) １
机巷掘进工作面作业规程
目录 封皮―――――――――――――――――――――――――― 审批意见―――――――――――――――――――――――――― 作业规程审批记录―――――――――――――――――――――― 贯彻记录―――――――――――――――――――――――――― 正文 目录――――――――――――――――――――――――――――.1 第一章工程概况――――――――――――――――――――――.2. 第一节概述――――――――――――――――――――――――.2. 第二节编制依据――――――――――――――――――――――.2. 第三节煤层特征及地质情况―――――――――――――――――.2. 第二章巷道布置及支护设计―――――――――――――――――.4. 第一节巷道布置――――――――――――――――――――――.4. 第二节施工方法及施工工艺―――――――――――――――――.5 第三节支护方式――――――――――――――――――――――.9. 第四节装、运岩（煤）方式―――――――――――――――――.11. 第五节管线吊挂及轨道铺设―――――――――――――――――.12. 第六节通风设计――――――――――――――――――――――.12. 第七节安全监控的选型和管理制度――――――――――――――.14. 第八节掘进工作面隔爆设施设计―――――――――――――――.15. 第三章劳动组织、循环作业图表及主要技术经济指标――――――.16. 第一节劳动组织――――――――――――――――――――――.16 第二节循环作业图表――――――――――――――――――――.16. 第三节技术经济指标――――――――――――――――――――.17. 第四章生产系统――――――――――――――――――――――.18. 第一节运输系统――――――――――――――――――――――.18. 第二节供应系统――――――――――――――――――――――.18. 第三节压风系统――――――――――――――――――――――.19. 第四节排水系统――――――――――――――――――――――.19. 第五章安全避灾――――――――――――――――――――――.20. 第一节灾害预防和处理―――――――――――――――――――.20. 第二节安全避灾――――――――――――――――――――――.20. 第六章安全技术措施――――――――――――――――――――.21.
第一章工程概况 第一节概述 一、巷道名称： 本作业规程掘进巷道为煤 1 一采区1108工作面运输巷及切眼。 二、掘进目的及巷道用途: 掘进目的是为形成1108工作面生产系统，满足1108工作面回采时的通风、行人、运输、管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限： 巷道设计长度：运输巷(B-E’)长度为米（平距）；切眼（F’-E’）长度为米（平距）。 服务年限：年。 四、巷道类别、巷道层位及巷道坡度： 巷道类别：回采巷道。 巷道层位：1108运输巷由B点开口施工4米平巷后，按6°下山预计施工米（平距）后进入煤 1 施工层位，进入施工层位后沿煤 1底板施工；切眼沿煤 1 顶板施工。
巷道坡度：材料巷为0°～-6°；切眼坡度约为11°。 五、通风方式：局扇压入式。 六、使用机械： 耙装机、调度绞车、喷浆机、风煤钻、风钻、水泵、局扇、综掘机、胶带运输机、刮板运输机。 七、预计开工和竣工时间： 根据采掘接续要求，经研究决定自2013年8月开工，预计2014年2月竣工。 第二节编写依据 一、采面设计及批准时间： 该工作面设计名称为《1108工作面设计》。 二、地质说明书及批准时间： 地质说明书名称为《龙口煤电有限公司梁家煤矿1108工作面掘进地质说明书》。 三、矿压观测资料：
依据同煤层已施工及回采的1103工作面、1106工作面掘进支护经验，1109材料巷掘进期间矿压观测资料，以及煤2一采区巷道、煤2集中片巷道成功支护经验。 第二章地面相对位置及地质水文情况 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 附表1 地面相对位置及临近采区开采情况表 表一地面相对位置及临近采区开采情况表
元宝山区永兴煤矿掘进作业规程 278掘进巷道作业规程 编制人:张庆 施工日期:2014.02.20 规程审批人员签字 规程编制: 矿长: 安全矿长: 生产矿长: 机电矿长: 总工程师: 通风科长: 井(队长: 201年月日 参加学习人员登记表在册人:主持人:日期:年月日姓名签字姓名签字姓名签字 一、掘进区的基本情况: 1、煤层:永兴煤矿现开采上侏罗系老年褐煤。井田东西走向长平均680m,南北倾斜宽平均244.12m,面积为0.166km2。煤层平均厚24.0米。煤层赋存条件属单斜构造。
2、位置:该区两个掘进工作面,为+280水平(14061-1采煤工作面的接续工作面。拉门点在278三台皮带运输巷中部靠近机电硐室位置,运输顺槽布置在6-8煤层底板,沿走向向北按17°水平掘进;回风顺槽在6-8煤层底板,与运输顺槽同向掘进,掘至适合位置而后拉开切眼。采煤工作面形成后,运输顺槽长120米,回风顺槽长120米,切眼长30米,该工作面面,3600平方米。 3、岩性:掘进工作面煤层倾角29°,煤层平均厚度2.0米。煤层顶板、底板岩性主要为砂岩、炭质岩及灰色页岩,属软——半坚硬岩类。通常条件下有一定的页岩,厚1——3米节理较发育,遇水易软化崩解。地质条件属中等类型。 4、涌水量:矿井正常涌水量46.2m3/h,经过净化后可做井下消防洒水及场地、道路洒水,余下水量排至地面排水沟。 5、瓦斯:2012年9月11日经内蒙古安科安全生产检测检验有限公司鉴定(报告编号为:内安C/WSJD12/D-0014,瓦斯等级为低瓦斯矿井,并经内蒙古自治区煤炭工业局以内煤局字[2013]448号文件批复。 6、煤尘爆炸性:2012年10月15日由赤峰矿安检验检测有限公司进行了煤尘爆炸及自燃倾向鉴定,鉴定结论为煤尘具有爆炸性,属 Ⅱ类自燃。 二、巷道布置 工作面运输顺槽沿6-8煤层底板+270水平布置,回风顺槽沿6-8 煤层底板+270水平布置,开切眼沿煤层顶底板水平布设,其巷道长 度及支护形式如下: 序号巷道名称支护形式长度(m 1 +270运输顺槽矿用工字钢梯形支护120
解决方案编号：LX-FS-A10362 轨道下山安全技术措施标准范本 In the daily work environment, plan the important work to be done in the future, and require the personnel to jointly abide by the corresponding procedures and code of conduct, so that the overall behavior or activity reaches the specified standard 编写：_________________________ 审批：_________________________ 时间：________年_____月_____日 A4打印/ 新修订/ 完整/ 内容可编辑
轨道下山安全技术措施标准范本 使用说明：本解决方案资料适用于日常工作环境中对未来要做的重要工作进行具有统筹性，导向性的规划，并要求相关人员共同遵守对应的办事规程与行动准则，使整体行为或活动达到或超越规定的标准。资料内容可按真实状况进行条款调整，套用时请仔细阅读。 一采区轨道下山在四联巷口拨门，拨门门点位置坐标为(X：4032326.992，Y：19596236.492)，掘进方位角为159?；按中线施工，沿煤层底板掘进，标高为+791。拨门前，先在开门口补打1排锚索加强支护，间距为1.5m，3根。拨门点采用打眼放炮的方法进行，施工前将放炮地点前后10米范围内的风水管路、电缆、皮带机尾用旧皮带、木板等掩护好，将电缆落地。采用锚网喷支护，喷浆时另外编制安全技术措施。在掘进机未安装完毕，仍采用放炮掘进。为确保施工安全，特编制安全技术措施如下： 一、准备工作
国投新集能源股份有限公司新集矿 掘进工作面作业规程 施工地点——————————————————————————施工单位————————————————————————— 单位负责人—————————————————————————技术负责人———————————————————————— 规程编制人————————————————————————— 编制日期————————————————————————— 会审单位、人员及日期：
施工队长： 技术员： 总工办： 生产办： 安监科： 调度室： 通风科： 机电科： 分管副总： 分管矿长： 安全副总： 安全矿长： 总工程师： 掘进工作面作业规程审批意见
规程名称： 收到日期：年月日审批日期年月日审批意见： 目录
第一章：概况 (5) 第二章：巷道布置 (8) 第三章：施工方法 (10) 第四章：支护方式及施工工艺 (12) 第五章：主要生产系统及施工设备 (14) 第六章：劳动组织及正规循环作业 (18) 第七章：安全技术措施 (21) 第八章：文明生产 (29) 第九章：避灾路线 (30) 第一章概况
一、工程概况 （1）编制作业规程的依据：（2）工程名称及开凿目的： ( 3 ) 工程概况： 1、简要文字说明： 2、工程概况表： 二、地质及水文地质情况
（1）地质及水文地质情况说明： （2）掘进范围内，巷道的充水因素、预测涌水量，瓦斯涌出情况，煤层自燃情况。 （3）掘进范围内，采掘情况、火区、老空、老硐位置等及其与所掘巷道的相互关系。 （4）围岩特性分析，地质构造分析及其平、剖面图
关于掘进作业规程中巷道支护滞后距离的暂行管理规定 为进一步规范掘进作业规程中巷道支护滞后的距离，经讨论研究后，作如下规定，请技术员在作业规程编制中严格执行。 一、煤巷掘进工作面 1、综掘施工（有转载皮带）：正顶锚索滞后迎头不超过30m，两肩窝锚索滞后迎头不超过50m；帮部锚杆滞后迎头不超过8m，底脚锚杆滞后迎头不超过40m，皮带机里侧底脚锚杆必须在拉移皮带机尾前支护齐全。 2、综掘施工（无转载皮带）：正顶锚索滞后迎头不超过20m，两肩窝锚索滞后迎头不超过30m；帮部锚杆滞后迎头不超过8m，底脚锚杆滞后迎头不超过40m。 3、风镐掘进：正顶锚索滞后迎头不超过10m，两肩窝锚索滞后迎头不超过20m；帮部锚杆滞后上台阶不超过3m。 上述情况中，顶板破碎时，正顶锚索滞后迎头不超过两个排距；轨道滞后迎头距离：平巷不超过100m，斜巷不超过150m；临时水沟需紧跟至皮带机尾，永久水沟滞后迎头距离：平巷不超过100m，斜巷不超过150m。采用综掘机排底施工时，排底高度大于1.5米时每循环长度不超过3m，排底高度0.8至1.5米每循环长度不超过8m，排底高度小于0.8米每循环长度不超过15m。 煤巷需喷浆巷道，平巷滞后迎头不超过80m，斜巷滞后迎头不超过120m。
二、岩巷掘进工作面 1、炮掘施工（耙矸机）：正顶锚索滞后迎头不超过15m，两肩窝锚索滞后迎头不超过30m；帮部锚杆滞后迎头不超过28m（60耙矸机操作手把前2米）或38m（90耙矸机操作手把前2米）；水沟滞后迎头不超过100m。 2、综掘施工：参照煤巷综掘（有转载皮带及无转载皮带）。 3、台车掘进：正顶锚索滞后迎头不超过15m，两肩窝锚索滞后迎头不超过30m；帮部锚杆滞后迎头不超过50m。 上述情况中，顶板破碎时，正顶锚索滞后迎头不超过两个排距；轨道滞后迎头距离：平巷不超过100m，斜巷不超过150m；临时水沟需紧跟至皮带机尾（或耙矸机），永久水沟滞后迎头距离：平巷不超过100m，斜巷不超过150m。采用放炮排底施工，每循环长度不超过5m。 岩巷喷浆时，初喷紧跟迎头，炮掘施工时复喷滞后耙矸机不超过10米，综掘施工时复喷滞后迎头平巷不超过80m，斜巷不超过120m；台车掘进时复喷滞后迎头不超过70m。 三、本规定自2014年11月起开始执行。 刘庄煤矿 2014年10月16日
轨道下山卧底整道安全技术措施示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月
轨道下山卧底整道安全技术措施示范文 本 使用指引：此解决方案资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。 由于受采动及来压影响，二采轨道下山巷道局部变形 严重，底板鼓起，为确保二采轨道运输系统的正常运行， 经研究决定对变形段进行卧底、轨道整改，为确保施工安 全顺利进行，特编制本安全技术措施。 一、劳动组织 施工负责人：安全负责人： 二、施工地点 经生产科及工区现场查看，确定如下施工范围： 1、93#~97#风管处对副道进行下卧，平均下卧 200mm。 2、102#~105#、110#~113#风管处副道变形，进
行整平，平均下卧200mm。 3、113#~129#风管处对主、副道进行下卧，平均下卧300mm。 4、132#~142#风管处对主道进行下卧，平均下卧300mm。 5、142#~153#风管处对主、副道进行下卧，平均下卧500mm。 6、157#~161#风管处对主、副道进行下卧，平均下卧200mm。 7、191#~193#风管处对主道进行下卧，平均下卧200mm。 三、施工前准备工作 1、备齐锨、风镐、手镐、撬棍、扳手、大锤、风管等施工工具，施工所需压风由二采轨道下山风管预留三通直接供给。