矿审批意见
本掘进作业规程根据《肥城矿业集团公司掘进工作面作业规程样本》编制。矿总工程师陈建平、副总工程师李明国、安监处主任工程师张文胜、技术科科长纪雨良、副科长刘宝昌、陈圣峰、地测科副科长王焕军、机电科副科长李华、煤质科科长马玉新于2009年5月23日在矿技术科进行集体会审。通过集体会审、讨论研究，同意本规程所编写的内容，要求在现场施工中严格执行，并提出如下审批意见：
①施工过程中每次开门、贯通、预透前，要及时编写专项措施。
②若现场条件发生特殊变化时，要及时编写补充措施，并认真传达执行。
③过老巷时，根据现场随时检查老巷水、瓦斯情况，并及时编制专项措施。
会审单位人员签字：
技术科：年月日
地测科：年月日
通防科(组)：年月日
机电科：年月日
煤质科：年月日
安监处：年月日
副总工程师：年月日
总工程师：年月日
作业规程学习和考试登记表组织人：传达人：年月
贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人
年月日姓名成绩签字年月日姓名成绩签字
作业规程复查记录
作业规程名称3800辅助下山煤柱工作面风道、运中巷、切眼
掘进作业规程
施工单位掘进二区复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题
二、处理意见
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3800辅助下山煤柱工作面运中巷、风道及其切眼。
二、掘进目的及用途
掘进目的是为了形成3800辅助下山煤柱生产系统，满足3800辅助下山煤柱回采时通风、行人、运输、排水、管线敷设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
运中巷：280m，风道：286m，切眼：60m。
巷道设计长度626 m（平距）。
服务年限为2年。
四、预计开、竣工时间
经矿有关领导研究决定：本掘进工作面自2009年7月开工，预计2009年10月竣工。
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书为《3800采区设计说明书》，批准时间为1962年10月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书为《肥城矿业集团公司曹庄煤矿3803地堑煤工作面掘进地质说明书》，批准时间为2009年4月10日。
三、矿压资料
随开采深度的增加，构造复杂地段及断层交汇处地压将明显增大。
第二章地面相对位臵及水文地质情况
第一节地面相对位臵及邻近采区开采情况
井下位于3800采区东翼第二区段。由于断层切割，本面分为三个块段。第I 块段西到已回采的3803面，东到f3断层组，北到CF5断层，南到通矿铁路；第II块段西到f3断层组，东到杨庄村煤柱，北到CF5断层，南是已回采的3803里工作面，第三块段西到F30断层，东到F23-1断层，南到杨庄村煤柱。上覆煤一尚为回采。
地面相对位于矿铁路专用线以北，杨庄村以西，仪仙河自北向南在本面上方
流过。
地面相对位臵及邻近采区开采情况表 表 2 -１
第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距：
该面煤3两极厚5.34～6.15m ，平均厚5.83m ，,下部含一层厚0.14m ～0.8m 的粘土岩或粉砂岩夹石， f=2～4，将煤层分为煤3-1、煤3-2两个自然分层。
煤3-1厚4.33～4.91m,平均厚4.8m, f=1.5属结构简单、稳定的厚煤层,不含夹石;煤3-2厚为0.55m ～0.91 m,平均厚0.71 m,赋存不稳定且小于最低可采厚度,不可采。
煤3上距煤1间距平均20.79 m 。下距煤3-2间距0.32 m 。
岩性特征表 表 2-2
顶板名称 岩石名称
厚度 （m ）
岩 性 特 征
老 顶
细砂岩 或 中砂岩 6.84 灰白色,以石英为主,含少量长石及黑色矿物,上部含深灰色粉砂岩条带, f=4～6。
直接顶
粉砂岩
4.32
深灰色，质细、性脆，节理发育， f=3～4。
伪 顶
直接底
粘土岩 0.54 浅灰色，团块状构造，遇水易软化膨胀,富含植物根化石,f=3。 老 底
粉砂岩
5.69
深灰色,泥质胶结,下部为砂粉互层,f=6。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数：
该煤层沼气绝对涌出量：0m 3/min ；二氧化碳绝对涌出量：0.349m 3/min 。
煤层名称
煤3
水平名称
-120m 采区名称
3800采区 工作面名称 3803地堑煤 地面高程 +113.60 ～+116.35
工作面高程
-365.6 ～-119.2
地面位臵
地面相对位于矿铁路专用线以北，杨庄村以西，仪仙河自北向南在本面上方流过。
井下位臵及四邻采掘情况 井下位于3800采区东翼第二区段。由于断层切割，本面分为三个块段。第I 块段西到已回采的3803
面，东到f3断层组，北到CF5断层，南到通矿铁路；第II 块段西到f3断层组，东到杨庄村煤柱，北到CF5断层，南是已回采的3803里工作面，第三块段西到F30断层，东到F23-1断层，南到杨庄村煤
柱。上覆煤一尚为回采。
走向长
（m ）
149
倾斜长
（m ） 343
煤层倾角
（°） 12～20
…………… _________ 16
斜面积 （m 2
）
19872
煤尘爆炸指数为38.24%；煤层无自然发火倾向；瓦斯等级为低瓦斯矿井。 附：3803地堑煤工作面地层综合柱状图（1：200）。 第三节 地质构造
该面煤层倾向 N19°W ～ N36°W ，走向变化不大。煤层倾角12°～20°，平均16°。
本工作面地质构造较为复杂，在掘进过程中预计揭露七条断层CF5、f1、f2、f3、f4、f5、F23-1。CF5为一条斜交逆断层，落差为5.5 m;f1、f2、 f3、f4、f5、F23-1为倾向正断层，落差为10 m 、1.4 m 、12 m 、5-6 m 、15 m 、20-46 m ，F23-1对掘进无影响，f3、f4、f5属F30的分枝断层，把本面切割分为两个块段I 和II,对掘进影响较大。F1、f2断层对工作面掘进也有影响。断层附近煤、岩层受构造动力破坏，围岩比较松软，应加强顶板管理并采取相应的过断层措施。
本面掘进不受岩浆侵入体、岩溶陷落柱和古河流冲刷的影响。
断层产状参数表 表 2-3
构造名称 构 造 性 质 产状（褶曲轴面）
对掘进 影响程度
揭露控制情况
倾向 （°）
倾角 （°） 落差 (m) CF5 SE53 48 逆断层 5.5 大 3803联络巷揭露 F23-1 SW71 76 正断层 20-46 无 东补100钻孔揭露 f1 SE47 48
正断层 10 大 3803联络巷揭露 f2 NE43 55 正断层 1.4 小 3801轨中巷揭露
f3 NE67 83 正断层 12 较大 3803运中巷、3801轨中巷揭露 f4 NE64 5-6 正断层 82 较大 3803运中巷、3801轨中巷揭露 f5 NE51 88 正断层 15
较大 3803运中巷揭露
第四节 水文地质
1、掘进过程中应保持疏水线路畅通，下部工作面掘进时应安设与最大涌水量相适应的排水设施。
2、工作面上风道掘进至3803里轨中巷20m 前，应打钻探放3803里面老空积水，确保安全后方可继续掘进。
第三章 巷道布臵及支护说明
该面处于地堑煤下降盘，由于CF5断层切割，本块段相对独立，掘进过程中局部顶板砂岩裂隙水将以淋水形式出现。3803地堑煤里段有老空积水，水源为3层煤顶板砂岩淋水，积水上限-158.0m ，下限为-167.3m ，积水量1620m 3,动水量为3m 3／h 。该积水顺3803（里）轨中巷——3803轨中巷——3800采空区——31200采空区（现积水上限为-470m ）。
防治水措施：
第一节巷道布臵
运中巷：1、运中巷
3803地堑煤里面运中巷开门位臵在3803岩石集中巷G38点处A点，按原巷道坡度,扩修50m至B点，自B点按45°方位角、沿顶板掘进230m至C点止。工程量计：280m。
风道：
3803地堑煤工作面里面风道开门位臵在3801岩石集中巷测点处D点巷道开门按325°方位角、+130坡度掘进20米见煤三顶板；见顶板后仍按原方位角、沿顶板掘进266m至E点止。工程量计286m。
切眼：
外面切眼开门位臵在3803地堑煤外运中F点处，巷道开门按154°方位角、沿煤三顶板掘进60米至L点止。工程量计60m。工程量共计：60m。（以上距离均为平距）附：1、3800辅助下山煤柱工作面煤层底板等高线预测图（1∶1000）；
2、3800辅助下山煤柱工作面地层综合柱状图（1∶200）；
3、3800辅助下山煤柱工作面预想地质剖面图（1∶1000）。
第二节支护设计
一、巷道断面
1、3800辅助下山煤柱风道、运中巷锚网支护均为矩形，S净=7.68m2；S荒=8.16 m2。；见图3-1。
2、若顶板破碎、过断层时为架棚支护，巷道形状为梯形，S净=8.16m2，S荒= 10.36m2,见图3-2。
二、支护方式
?永久支护
1、风道、切眼、运中巷顶板完整时永久支护方式采用锚网支护。
施工中，顶板采用螺纹钢锚杆挂冷拔丝网加挂钢筋梯作永久支护：顶板锚杆株排距0.8m，每排锚杆中靠近两帮的锚杆距巷道两帮分别为0.15m并与顶板成75度夹角。中间两根锚杆要垂直于巷道顶板或岩石层理面。锚杆要横向成排，竖向成线。冷拔丝网规格为：长×宽=2700×1000mm。爆破前，顶板锚杆距迎头不超过0.3m，爆破后不超过1.8m。两帮锚杆的布臵方式为:两帮布臵锚杆三根，第一根布臵在巷道顶板以下0.2m处，第三根布臵在距底板0.2m处，并与巷帮成75度夹角。中间一根均匀布臵，当巷道高度超过2.4m时及补打第四根锚杆，两帮锚杆应垂直于煤壁，排距为0.8m。两帮锚杆距迎头不得超过5m。
按悬吊理论计算锚杆参数：
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 —冒落拱高度，m；
K —安全系数，一般取K=2；
L1 —锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
L2 —锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m。
其中：H = = = 0.45 (m)
式中：B —巷道开掘宽度，取2.7m；
f —岩石坚固性系数，砂岩取3。
则：L = 2×0.45 + 0.5 + 0.1 = 1.5 （m）
②锚杆株距、排距计算，设计令株排距均为a，则：
a=
式中：a —锚杆株排距，m；
Q —锚杆设计锚固力，64KN/根；
H —冒落拱高度，取0.45m；
γ—被悬吊砂岩的重力密度，取19.992KN/m3；
K —安全系数，一般取K=2。
a = = 1.633 ( m )
= 1.633 ( m )
施工时取a = 800mm。
通过以上计算，选用直径18mm、长度2100mm的A5#螺纹钢制成的等强度螺纹钢锚杆，锚杆株排距800mm；当巷道开门5m范围或顶板较破碎、顶板压力较大时及时缩小锚杆株排距至600mm。
为确保施工安全，巷道掘进时打设锚索加强支护。锚索每隔2.4m布臵一排，每排打设二根，锚索布臵在距巷帮0.8m且垂直于巷道顶板，锚索距迎头不得超过6m。
2、施工时顶板无法打注锚杆或过断层时永久支护方式采用架棚支护。
永久支支护采用梯形铁棚支护，顶板破碎时铺设冷拔丝网，若采用打木垛或采用撞楔法施工顶板无法铺网时，必须严密接顶。铁棚采用11号矿工字钢制作，棚距为0.8m，顶板较破碎时棚距缩小为0.6m，棚?净里长2.6m（两端头长度均为0.15m，全长2.9m）;棚腿长为2.3m；棚腿下端均焊制规格为：长×宽×厚=110×90×6mm的钢板，上端焊制12#槽钢（长×高=120×28mm），施工中用规格为：长×宽×厚=150×150×10mm的木垫板垫底。棚梁与棚腿接触处要放臵口板和垫板，垫板规格为：长×宽×厚=110×90×10mm，口板规格为：长×宽×厚=90×60×10mm，垫板与口板必须进行防腐处理。背顶小杆6根，均匀布臵，小杆规格为长×宽×厚=1000×60×40mm的木料。冷拔丝网的规格为：长×宽＝2200×1000mm。网与网压茬部分不得小于80mm，且用14＃铁丝连接牢固，且相邻两个联接点的距离不大于200mm，网紧贴顶板，棚梁之上用小杆接顶背实。爆破前永久支护到工作面的最大距离为0.2m，爆破后永久支护到工作面的最大距离为1.8m。架棚支护与锚网支护交叉处3m范围内，锚网巷道内锚杆排距缩小为0.6m。
?临时支护
1、锚网支护
锚网支护巷道采用吊环前探支架作临时支护，前探梁一律用两根型号不小于15Kg/m、长度均不少于4m的铁路制作，用锚杆和吊环固定，前探梁间距不大于1.4m，吊环用厚为8mm的钢板焊制，规格为：上宽×下宽×高=150×100×150mm，使用时轨底面朝上，每根前探梁用两个倒梯形吊环固定在锚杆上，吊环螺丝拧入锚杆长度不小于30mm。安装吊环的锚杆长度不小于巷道支护锚杆长度，吊环用配套的锚杆螺母固定，每根锚杆所用树脂锚固剂不少于3块，锚固力不小于64KN /根。爆破前临时支护最大控顶距离0.3m，爆破后最大控顶距离为1.8m。爆破后在迎头空顶处撺上两块规格为长×宽×厚=2800×200×150mm的小板梁，板梁上方依次铺设钢筋梯、冷拔丝网接顶，并用小杆木楔背实、加紧，板梁及钢筋梯铺设时要预留出锚杆打注位臵，永久支护结束前必须及时检查临时支护的牢固情况，发现问题及时处理。
2、架棚支护
架棚支护巷道采用前探支架作临时支护，前探梁一律用不小于15Kg/m的铁路2根，（当棚梁净里超过2.8m时采用3根）且长度不低于4.0ｍ，使用44型溜子链条、联接环、螺丝各3套（螺帽要满扣，并用木楔打紧，严禁重楔），固定在已使好的棚梁上，两根前探梁之间的距离不大于1.2ｍ，爆破后及时将前探支架移至迎头并加固好，然后在空顶处的前探梁上方放上铁棚梁，在其上用6根小杆接顶，并用木楔在铁棚梁上方加紧接顶背实。前探支护最大控顶距离不大于1.8m。
附：锚网临时支护平面图（3-3）、架棚临时支护平面图（3-4）。
?工程质量标准
附：锚网工程质量标准表（3-5）、架棚支护工程质量标准表（3-6）。
锚网工程质量标准表（3-5）
项目质量标准
部位
质量标准
合格优良运中巷、风道、切眼
巷道净宽上净宽-50~+150mm 0~+150mm
中线至上帮500mm
中线至下帮2700mm 下净宽-50~+150mm 0~+150mm
中线至上帮500mm
中线至下帮2700mm
全宽3200mm 无中线-50~+150mm 0~+150mm 无中线测全宽3200mm
净高-30~+150mm 0~+150mm
腰线下
腰
线
上
1000mm 腰线上
腰
线
下
1400mm 无腰线时全高
无
腰
线
时
2400mm
坡度沿顶板
锚杆间排距±100mm 中-中株距800mm、排距800mm 锚杆孔深度0~+50mm 实测
锚杆外露长度30~50mm 实测
锚杆锚固力≥64KN/根实测液压锚杆拉力计检测
托盘与壁面密接壁面观感检测
锚网绑结牢固连接压茬好观感检测
锚杆角度≥750与岩面角度用角度尺测量
工业卫生三无一畅清洁卫生
架棚支护工程质量标准表（3-6）
项目
质量标准
部位
质量标准
合格优良运中巷、风道、切眼
巷道净宽
上
净宽
-30~+50mm 0~+50mm
中线至上帮700mm
中线至下帮1900mm
下
净宽
-30~+50mm 0~+50mm
中线至上帮1100mm
中线至下帮2300mm
全宽3400mm
净高-30~+50mm 0~+50mm 全
高
腰线上1200mm
腰线下1000mm
无腰线时2200mm
坡度沿煤3顶板或按设计要求
支架迎山角±0.5°不超过设计：±0.5°
前倾后仰±0.5°不得向下坡方向倾斜：±0.5°
背帮背顶小杆
背顶小杆6根
背帮小杆各2根
支护材料铁棚棚腿长度支在实底上，其深度符合要求2500mm
棚梁接口< 5mm 左
接口严密右
棚距±100mm
左800mm
右800mm 柱窝深度支在实底上250mm 棚腿扎角200mm/m
支架扭距< 100mm
支架水平< 50mm
工业卫生三无一畅清洁卫生
第三节支护工艺
一、支护材料
锚网支护巷道锚杆选用Φ18mm、L=2100mm的等强度螺纹钢（A5#钢制成）锚杆。每根锚杆采用3卷树脂锚固剂锚固，锚固剂型号MSCK2535，锚杆预紧力矩不小于300N〃m ，锚固力不小于64KN。锚杆外端用铁托盘和标准螺纹螺母紧固，锚杆外露长度10~50mm；铁托盘用钢板压制成弧形，规格为长×宽×厚=130×130×10mm。木托盘规格为长×宽×厚=300×200×40mm，钢筋梯用直径不小于14mm的A3#圆钢焊制，钢筋梯规格为长×宽＝3200×60mm。
顶板网为3.2mm冷拔丝编制的方格网，网的规格为：长×宽=3200×1000mm，两帮网为冷拔丝网，冷拔丝网的规格为：长×宽=2200×1000mm，相邻网之间要压茬并用捆扎带连接，压茬长度不小于80mm，每隔200mm有一个连接点。
锚索为直径不小于15.24mm的标准钢绞线制作，长度为4.5m，每根锚索采用4卷树脂锚固剂进行锚固，眼底2块锚固剂，型号为MSCK2535，外侧2块锚固剂，型号为MSZ2535，锚固长度不少于1400mm，锚索锚固力为200KN，锚索外端用规格为长×宽×厚=300×300×20mm的铁垫板，锚索预紧力为：20T预紧器为98KN（30MPa）。
距迎头100m外布臵专门的料场，物料应码放整齐，距铁路安全间隙不小于0.5m。备用量不少于三个小班的物料。
二、支护工艺
?锚网支护
1、打锚杆眼
打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符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。锚杆眼位臵要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，深度2.05～2.09m。打锚杆眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。
2、安装锚杆
安装前应将眼孔内的积水、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3块树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽，开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆安装机，搅拌旋转大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不小于300N〃m，锚杆盘要紧贴岩面。
3、支护材料每米用量
锚网支护：
锚杆16.25套、树脂锚固剂48.75块、冷拔钢丝网3.75块、钢筋梯1.25架。施工中备用材料不少于2天的用量，并在迎头外100m专用料场中挂牌管理，码放整齐。
架棚支护：
架棚支护的巷道，每米用铁棚1.25架，小杆25根，口板2.5块，垫板5.0块，冷拔网1块
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、锚网施工方法
①迎头打眼前，首先检查上一班锚网质量，发现失效的锚杆重新补打、破网的重新连接，确认安全后方可施工。
②迎头爆破后，施工人员必须站在有效支护掩护下，按由外向里、先顶后帮的顺序用长把工具找掉活矸危岩，然后打迎头耙装吊挂眼，对迎头矸石进行耙装。
③按由外向里、先顶后帮的顺序打设锚杆，并及时进行全断面挂网、连网工作。
④爆破前锚杆距迎头不大于0.3m，爆破后锚杆距迎头不大于1.8m。
二、开门口施工方法
1、施工前首先由地测部门标定巷道中腰线，严格按线施工。
2、将施工地点附近10m范围内的物料杂物清理干净，确保后退路畅通；然后按由外向里、先顶后帮的顺序找掉开门口附近10m范围内的活矸危岩，同时检查开门口附近10m范围内的顶帮支护情况：锚网段失效的锚杆重新补打、破网的重新连接；架棚段补齐撑杆、背实顶帮。确认安全后方可开门施工。
3、开门口5m 巷道施工时，必须加强顶板管理，锚杆株排距缩小至600mm。
4、巷道开门或预透施工时，必须按以下措施进行施工：①巷道开门或预透前，必须将开门口或预透处10m范围内的支护重新检查、加固，确认安全后再施工。②预透前20m，必须安设水泵将预透处的积水排净，保证每班正常排水，迎头无积水。③预透前20m，必须按照由外向里的顺序将预透处淤泥、杂物全部清理干净，保证巷道高度、宽度达到设计要求。④预透前20m，保证预透处正常供风，瓦斯检查员必须按规定正常检查瓦斯。⑤预透前20m，每次响炮前，必须派专人到通往预透处的所有通道按规定距离（直线100m并有掩体，曲线75m）站岗。⑥预透前20m，必须将预透处按照由外向里、先顶后帮的顺序用长把工具检查顶帮，找掉活矸危岩，然后将迎头10m范围内的支护重新检查、加固，确认安全后再施工。⑧预透前5m，每循环进尺不大于1m。
5、半煤岩巷道掘进施工时实行分掘、分装、分运制度，确保煤炭质量。
①施工时，巷道分上段、下段两部分台阶式掘进。
②对巷道煤层掘进施工2m后，再起底掘进岩石部分。
第二节凿岩方式
本规程所施工的巷道除扩修巷道外其它均采用打眼爆破的方法破岩。
1、打眼机具：采用YT23-24 型风钻或MQS50/1.9型风煤钻打眼，安注锚杆时使用MQS50/1.9型风煤钻或MQT-85J31型锚杆机。风源来自地面压风机房。
2、降尘方法有湿式打眼、水炮泥装药、耙装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕净化风流等综合防尘措施。
第三节爆破作业
掏槽方式为楔形掏槽法。
1、炸药、雷管：使用煤矿许用炸药、毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。
2、装药结构: 正向装药结构。附装药结构图4～1；
3、起爆方式：起爆使用FD100D煤矿用电容式发爆器全断面一次起爆，施工中，采用光面爆破时，炮眼残痕率不小于60％，联线方式为串联。
附：锚网支护段炮眼布臵及三面投影图4~2及其爆破说明表4~3 ；
架棚支护段炮眼布臵及三面投影图4~4及其爆破说明表4~5；
锚网支护爆破说明表4～3
架棚支护爆破说明表4～5
第四节 装、运岩（煤）方式
眼 号 炮 眼 名 称 眼深 m 眼 距 m 抵 抗 线 m 装药量
角度
爆 破 顺 序 封 泥 长 度 m 联线方式 装药结构
眼数 个 每孔 装药量 块 总装 药量 块 总装 重量 Kg 水平 垂 直 左 度 右 度 仰 度 俯 度 1～4 掏槽眼 1.6 1.0 4 3 12 1.8 76 76 0 0 1 0.5 串 联
正向装药结构
5～11 辅助眼 1.5 0.5 7 2 14 2.1 90 90 0 0 2 0.5 12～15 顶 眼 1.5 0.6 0.5 4 1 4 0.6 90 90 84 0 3 0.5 16～17 顶角眼 1.5 0.5 2 1 2 0.3 90 90 84 0 3 0.5 18～25 周边眼 1.5 0.5 0.5 5 1.5 7.5 1.125 84 84 0 0 4 0.5 26～29 底 眼 1.5 0. 5 0.5 4 1.5 6 0.9 90 90 0 84 4 0.5 30～31 底角眼 1.5 0. 5 2 1.5 3 0.45 84 84 0 84 5 0.5 合 计
31
31
7.27
眼 号 炮 眼 名 称 眼深 m 眼 距 m 抵 抗 线 m 装药量
角度
爆 破 顺 序 封 泥 长 度 m 联线方式
装药结构
眼数 个 每孔 装药量 块 总装 药量 块 总装 重量 Kg 水平 垂 直 左 度 右 度 仰 度 俯 度 1～4 掏槽眼 1.6 1.0 4 3 12 1.8 76 76 0 0 1 0.5 串 联
正向装药结构
5～9 辅助眼 1.5 0.5 5 2 10 1.5 90 90 0 0 2 0.5 10～13 顶 眼 1.5 0.6 0.5 4 1 4 0.6 90 90 84 0 3 0.5 14～15 顶角眼 1.5 0.5 2 1 2 0.3 90 90 84 0 3 0.5 16～23 周边眼 1.5 0.5 0.5 8 1 8 1.2 84 84 0 0 4 0.5 24～29 底 眼 1.5 0. 5 0.5 6 1.5 9 1.35 90 90 0 84 4 0.5 30～31 底角眼 1.5 0. 5 2 1.5 3 0.45 84 84 0 84 5 0.5 合 计
31
31
7.2
一、装岩（煤）方式：
巷道掘进施工中，采用P-15B型耙斗式耙装机装岩（煤）。耙装机尾轮的固定位臵应高出岩堆800~1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为1000~1200mm，固定楔的孔深度不小于800mm ，眼距不小于1m。耙装机在上山固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，必须在机身前方两侧各安设两锚固绳（钢丝绳直径不小于15.5mm），锚固绳绳头插接不少于2.5 个捻距，锚固绳要用插入两帮底脚的两根铁路镢子（长度不小于800mm，插入实体深度大于500mm）固定牢固。机身后方支设两棵顶牢两帮底脚的螺旋斜撑柱子，以防机身在耙装时下滑，同时两棵斜撑柱下端分别用一根长度0.8m的铁路镢子，其插入实体深度不小于500mm。巷道倾角大于20°时，在司机前方必须打设护身柱（直径不小于200mm的圆木）顶牢顶、底板。耙装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设封闭式挡绳栏杆，挡绳栏杆采用伸缩封闭式，伸出时接触顶板然后用“U”形卡子固定，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm，挡绳栏杆高度为500mm ，长出操作位臵不小于300mm。耙装机距迎头最小距离为3m，最大距离为20m。
掘进上山时，应按下述方法移耙装机：首先按要求将地梁及回头轮在选好的位臵固定好后，再在耙装机上挂好滑头及保安绳，然后启动小绞车、拉紧耙装机；此时应认真检查小绞车滑头、回头轮及地梁的可靠情况，确认安全后，拆掉耙装机上的卡轨器、趄柱、锚固绳。向上拉耙装机时，速度要缓慢均匀，此时除信号工在信号器处负责打点外，其它人员均要躲到躲避硐内，机身两侧及下方严禁有人；耙装机拉到预定位臵后要及时上好卡轨器、趄柱及锚固绳；经检查确实安全时，再摘下滑头。
掘进下山时，应按下述方法移耙装机：首先在耙装机上挂好滑头及保安绳，然后启动小绞车，拉紧耙装机；此时应认真检查小绞车滑头的可靠情况，确认安全后，拆掉耙装机上的卡轨器，趄柱，锚固绳。向下松耙装机时，速度要缓慢均匀，此时，除信号工在信号器处负责打点外，其它人员均要躲到躲避硐内，机身两侧及前方严禁有人；耙装机松到预定位臵后，要及时上好卡轨器、趄柱及锚固绳；经检查确实安全时，再摘下滑头。
二、运输方式
施工时平巷人力拥车，上下山采用JD -25型或JD -11.4型小绞车提升1吨矿车或翻斗车运输。固定小绞车的锚杆要齐全牢固可靠，并且小绞车的最突出部位距铁路外沿不小于0.5m。JD-11.4
型小绞车用4根锚杆（Φ≥20mm）固定，JD-25型绞车用4根锚杆（Φ≥24mm）并配合打砼基础的方法固定。所用的锚杆（Ｌ≥1500mm）一端头为反麻花形式。锚固时用快硬水泥全长锚固，每根锚杆锚固力不小于5吨。
倒拉牛运输时，小绞车上方5~10m范围内，应打设两棵直径不小于200mm的圆木或强度不小于11#矿工字钢做护身点柱。护身点柱下端要打入实体煤岩不少于200mm，上端与顶板垂直打牢，与最近一侧轨道内沿不得小于0.3～0.5m。回头轮和地梁固定方法是：在迎头外适当位臵扒净浮碴，清到硬底，将四根长800mm带钩的铁路镢子插入底板里，插入实体深度不应小于500mm，四根铁路镢子每两根为一对，均匀布臵在所安设地梁两端并挡牢。地梁用两根长度不低于2.2m、强度不小于11#矿工字钢制作，并用4套“U”卡子将两根工字钢连接牢固，地梁的两端插入两帮实体各不得小于300mm，回头轮直径不应小于280mm，回头轮与地梁必须用直径不小于15.5mm的双钢丝绳套联结牢固。施工时，小绞车钢丝绳每天检查一次，由维修排长亲自检查或安排专职维修工检查，发现问题及时处理，并要求检查人员将检查处理结果记录专用记录本中备查。
下山掘进时，在耙装机以上10m内或无耙装机迎头以上20m内安设一道常闭式挡车门，挡车门挡车门两侧的立柱要采用双镢子固定，镢子要锻打成直径40mm，并经自然温度冷却，全长不小于0.7m。镢子打入实体岩石的深度不小于0.5m，与顶板上山方向夹角为70～80°，外
露长度距销孔中心不得超过200mm，两根镢子的中心线间距为200～300mm,镢子与立柱要采用直径不小于40mm的螺栓或圆销连接，并加装防脱装臵（即开口销），镢子和立柱的销孔必须是正规钻孔。顶板破碎时，要采用不小于11＃矿工字钢向巷道两帮掏槽深度不小于300mm固定横梁，立柱与横梁的连接采用新的44型溜子环或厚度不小于20mm的钢板制成的耳子连接；架棚巷道立柱和镢子横销的连接，可采用新的44型镏子链环连接牢固。下端打入实体煤岩不小于200mm，上端与顶板成600夹角，严禁重楔重帽。横梁必须采用长度不小于1.5m的11＃矿用工字钢横梁两端要穿入在立柱上焊接固定的耳子内，一端与耳子用直径不小于40mm的圆钢肖子铰接。横梁距轨面垂直高度为0.4～0.5m。
第五节管线及铁路敷设
巷道掘进过程中，所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按各断面图中规定的位臵要求吊挂整齐、牢固。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象。水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用管径不小于1寸（掘进作业地点）的金属管路，并随工作面及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得超过10m。迎头掘进临时铁路的敷设必须符合国家煤矿安全监察局制定的《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》及集团公司制定的《矿井轨道运输管理规定》、《质量标准化验收标准》中的规定：轨距误差不大于10mm、不小于5mm；轨道接头间隙不超过10mm；内错差、高低差不大于5mm；水平误差不大于10mm。
轨枕间距不大于1m，枕木规格为长×宽×厚=1.0×0.15×0.15m ，连接件齐全紧固有效；无杂拌道（采取分段铺设，每段长度不小于50m者除外），轨道无浮离、空吊板现象。
道岔的岔盘铺设要牢固，尖轨前端最大不超过620mm、最小不低于600mm。尖轨尖端与基本轨密贴，间隙不大于2mm，无跳动；尖轨顶面与基本轨高低差不大于5mm、且转辙灵活可靠，无倾侧现象，严禁打撑杆和垫楔子。铁路距迎头距离为3~20m。
第六节设备及工具配备
设备工具配备表表4～6
设备工具
型号规格功率单位数量备注
名称
局部通风机FBD5 11KW 台 2 备用1部
风动锚杆机MQT85J31 台 1
耙装机P-15B 17KW 台 1
小绞车JD-11.4 11.4KW 部 2
小绞车JD-25 25KW 部 2 备用1部
风钻YT23-24 部 2 备用1部
照明综保BZX-2.5 2.5KVA 台 1
开关QBZ－80N 台 2 备用1台
开关BKD9－400 台 2 备用1台
风镐GT10 部 2
风煤钻MQS50/1.9 部 2 备用1部
扭矩扳手把 2 备用1把
液压测力计台 1
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用"三八"制（一天三班，每班八小时）组织生产，锚网支护每班1个循环，循环进尺1.6m；架棚支护每班1个循环，循环进尺1.6m。
附：锚网劳动组织表5-1、架棚劳动组织表5-2；
锚网劳动组织图表5-1
工种在册出勤人数延续时间（小时）
人数ⅠⅡⅢ计 1 2 3 4 5 6 7 8 打眼工8 2 2 2 6 煤两爆破工 5 1 1 1 3 打层耙打耙帮
耙装司机 5 1 1 1 3 交装通
风锚煤装通锚
绞车司机 5 1 1 1 3 药装网层药装质量推车工13 3 3 3 9 接网
维修工 5 1 1 1 3 爆运护注爆运验收轨道维
修工
4 1 1 1 3 班破水破风网
班长 4 1 1 1 3 眼注输眼输支
风筒工4兼1兼1兼1兼3兼水护
合计49 11 11 11 33
架棚巷道劳动组织图表表5～2
工种在册
人数
出勤人数延续时间（小时）
ⅠⅡⅢ计 1 2 3 4 5 6 7 8
打眼工8 2 2 2 6 煤
通
爆破工 5 1 1 1 3 打层耙打通耙架
耙装司机 5 1 1 1 3 交装临架煤装临棚
绞车司机 5 1 1 1 3 药时装棚层药时装质量
推车工13 3 3 3 9 接
维修工 5 1 1 1 3 爆支运支注爆支运验收
轨道维
修工
4 1 1 1 3 班破护护水破护支
班长 4 1 1 1 3 眼注
风
输眼风输护风筒工4兼1兼1兼1兼3兼水
合计49 11 11 11 33
第二节循环作业
为保证正规循环作业，施工组织时要做到：设备到位与工作面安装的平衡；材料供应与工程进度的平衡；人员调配与工程需要的有序交替时间的互相平衡。施工中根据劳动组织人员配备合理安排工序，工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
附：锚网巷道正规循环图表5-3 ；
架棚巷道正规循环图表5-4 。
锚网巷道正规循环图表表5～3
工序编号
工序名称
时间（分）
班次
工序
所需
时间
分
8 9 10 11 12 13 14 15
16 17 18 19 20 21 22 23
24 1 2 3 4 5 6 7 8 交接班15
打眼45
煤层注水10
装药15
爆破15
通风15
临时支护15
耙装80
锚网支护45
运输80
质量验收15
全班通风480
架棚巷道正规循环图表表5~4
工序编号
工序名称
时间（分）
班次
工序
所需
时间
分
8 9 10 11 12 13 14 15
16 17 18 19 20 21 22 23
24 1 2 3 4 5 6 7 8
交接班15
打眼45
煤层注水10
装药15
爆破15
通风15
临时支护15
耙装65
架棚支护45
运输65
质量验收15
全班通风480
第三节主要技术经济指标
技术经济指标表表5～5
序号项目单位指标备注
1 每循环在册人数人13
2 每循环出勤人数人11
3 出勤率% 85
4 循环进度m 1.6
5 效率m／工0.145
6 月循环次数个81 按30天/月
7 月进尺m 129.6
8 循环率% 90
9 炸药消耗Kg/m 9.06
10 雷管消耗个/m 38.75
11 坑木消耗m3/m 0.03
12 锚杆消耗根/m 16.25
13 树脂锚固剂卷/m 48.75
14 冷拔丝网块/m 3.75
15 钢筋梯根/m 1.25
架棚技术经济指标表表5-6
序号项目单位指标备注
1 每循环在册人数人13
2 每循环出勤人数人11
3 出勤率% 85
4 循环进度m 1.6
5 效率m／工0.145
6 月循环次数个81 按30天/月
7 月进尺m 129.6
8 循环率% 90
9 炸药消耗
Kg/m 9.06
10 雷管消耗
个/m 38.75
11 坑木消耗
m3/m 0.03
12 铁棚消耗
根/m 3.75
13 小杆消耗
卷/m 25
14 口板消耗
块/m 2.5
15 垫板消耗
根/m 5.0
第六章生产系统
第一节通风系统
一、掘进工作面风量计算
目录 一、组织机构 (2) 二、施工前的准备工作 (2) 三、施工技术要求： (3) 四、施工方法： (3) 五、安全技术措施 (4) 第一节一通三防安全技术措施 (4) 一）、通风管理安全技术措施 (4) 二）、防尘管理安全技术措施 (7) 三）、防火管理安全技术措施 (8) 第二节顶板管理安全技术措施 (9) 第三节机电管理安全技术措施 (10) 第四节运输管理安全技术措施 (11) 第五节、探放水安全技术措施 (13)
回风巷回风上山掘进期间安全技术措施 为了保证回风巷的防灭火管理，便于对采空区注浆、注氮，探明情况，经矿务会研究决定，在回风巷与运输上山交叉处向回风巷方向15m处掘进回风上山，该工程由掘进队施工，为了保证施工安全，特编制本安全技术措施。 一、组织机构 组长：赵焕成朱忠杰 副组长：田小超朱现民张关平 成员：杨彦池刘保国李国安徐丹鹤 段小伟闫满仓采煤队队干 二、施工前的准备工作 1、施工前，由队长负责组织，技术人员传达贯彻、签字本安全技术措施，方可下井作业。 2、施工前，地测科必须提前确定开口位置，标好中线，施工单位严格按中腰线施工。 3、施工前，必须对巷道进行加固，对杂物进行清理。 4、开工前应提前按照要求，形成正规的通风系统和其它系统，并能正常使用，同时准备好各种支护材料和所需工具。 5、开工前，必须经相关职能科室检查同意后，并且持有获批准的开工通知单，方可施工。 6、开工前，料场必须有防冒顶、过采空区、断层时所需的材料。 7、料场材料码放整齐，且有标志牌，并且标志牌、图表由每班
三、施工技术要求： 巷道中线和腰线：由地测科现场标定，施工人员必须严格按照中、腰线施工。 （1）、巷道净高2.2m（扎角距0.7m、棚腿柱窝深0.2m）。棚距中-中0.6m。 （2）、背木间距0.35m±50mm（顶六帮八）。撑木；每棚六根，其位置规定：梁上两根打在距梁口50mm处，棚腿撑木打在距底200mm 和距顶100mm处，所打撑木必须平直紧，上下左右一条线。且撑木、背木直径不得小于50mm。顶帮要背严、背实，不得有空帮空顶现象。 （3）、所架棚的梁头必须各打一大头楔，打紧楔牢，梁上铺网，网下背6根背木，严禁空顶，若空顶必须用不燃性材料背实。 （4）、所架棚腿下必须加垫板（200mm×200mm），且架在实底上，严禁棚腿在浮煤上，虚柱窝。 （6）、棚间距0.6m，允许误差±50mm。 （7）、梁水平，梁两端高差≤40mm。 （8）、棚不允许扭斜，扭矩≤50mm。棚梁接口离合、错位≤5mm。 （9）、棚必须达到严、紧、稳、正、牢。梁垂直巷道中线，梁两端要求水平，支架迎山（不超过设计±1°）有力，不得退山。 （10）、巷道做到高、宽、平、直、净。巷道内无杂物、无淤泥、无积水。巷内物料、工具、设备，按要求在合适位置摆放整齐、有序，并挂牌管理。 四、施工方法：
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…………………………………………………………………
编号：QY-JP-TF-2014—3-002 贵州百里杜鹃金坡煤矿 石门揭煤专项防突设计 (1403回风石门) 编制人：陈玉根 编制时间：2014年3月5日
审阅人签字
规程（措施）学习贯彻签字单
前言 黔西县金坡乡金坡煤矿为资源整合矿井，由原金坡煤矿和杉林煤矿整合而成。根据贵州省人民政府文件（黔府函[2007]105号）省人民政府《关于毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合和调整方案的批复》，同意原黔西县金坡煤矿、杉林煤矿进行资源、企业整合，成立黔西县金坡乡金坡煤矿。生产能力为30万t/a，经鉴定，M4煤层在开采+1340m水平以上具有突出危险性，本设计是针对以上区域石门揭煤工作面专项防突设计。 第一章矿井基本概况 一、交通位置 金坡煤矿位于百里杜鹃风景名胜区管委会金坡乡，隶属百里杜鹃风景名胜区管委会金坡乡管辖。 黔西县金坡乡金坡煤矿位于黔西县城北西方向，直线距离约19.6km。距金坡乡政府所在地约1.0km，南距321国道（野坝）约25km、距离贵毕高等级公路约27km，北距326国道约15km，有简易公路直到矿区，交通较为方便。
二、工作面基本概况 1403回风石门位于一采区中下部，轨道上山与回风上山之间的六平联络巷下部，由轨道上山内六平联络巷下方9米处开口以71度方位水平施工8m后，再以131度方位角水平施工108米后揭露M4煤层；然后施工1403回风顺槽，1403回风石门巷道全长116m，标高为+1411m。 设计巷道的四周均有巷道，但巷道掘进前方为M4煤层，因此必须做好探放水和防突工作，特别是石门揭煤期间的防突管理工作。 三、该巷道相对地面位置
第一章概况 第一节概述 1、工作面名称：东翼1767水平回风联络巷掘进工作面。 2、用途：通风需要。 3、设计斜长为28米。 4、设计坡度：+26° 5、设计方位：328° 6、服务年限：1年。 7、开工时间：2011年 2 月23日。 8、巷道布置平面图：附图1。 第二节编写依据 1、《挖玉冲煤矿一号井测量地质成果表》； 2、《梨树坪井田地质报告》； 3、《挖玉冲煤矿一号井开采现状说明书》； 4、《挖玉冲煤矿一号井井上下对照图》； 5、《挖玉冲煤矿一号井工程平面图》； 6、现场踏勘及收集邻近生产矿井有关资料； 7、有关的规程、规、规定、标准等。
第二章地质情况 第一节开拓区域煤（岩）层赋层特征 一、煤（岩）层特征 1、煤（岩）层产状：煤岩层走向为：80°～100°（向东）;260°～280°(向西) 煤岩层倾向150°～180°；倾角15°～28°，平均22°左右。煤层厚度、结构、坚固系数(f)；M9煤层厚度为1.80～2.5米，平均厚2米左右，半暗至半亮型，粉末状，较复杂结构，煤层较松软。中上部有1～2层高岭石泥岩夹矸，厚0.01～0.04米，但不稳定。 2、，顶底板岩性及特征分析：① M9煤层顶板为浅灰色、灰色薄层状粉砂质泥岩，泥质粉砂岩与菱铁岩互层，夹泥岩薄层及菱铁质粉砂岩。底板为灰色，浅灰绿色薄层状泥质粉砂岩，粉砂质泥岩与菱铁岩呈薄层状有规律互层。②M9煤层顶底板较为松软，容易出现冒落和底鼓现象，遇水后会膨胀。对此，必须切实加强顶底板管理工作。 3、瓦斯、煤尘特征：①2010年度矿井瓦斯绝对涌出量为 1 .73m3／min，相对瓦斯涌出量14.58 m3／t。②本巷道在开拓过程中，由于沿M9煤层倾斜方向掘进，因此，在掘进和运输过程中会产生一定数量的煤尘。通过相关部门鉴定显示，M9煤尘虽然不易自然发火，但有燃烧爆炸的可能性。对此，在整个掘进过程中，必须搞好综合防尘管理工作，各班都派专人搞好洒水降尘工作。 表1：M9煤层特征情况表
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
淮南矿业集团井巷揭煤管理规定 （集政…2009?265 号） 一、井巷揭煤原则 （一）从设计源头，避免在地质构造破坏带、应力集中带揭煤；避免小角度、长距离揭煤； （二）层位、构造探测不清不揭煤；瓦斯压力测量不准不揭煤； （三）区域防突措施先行、局部防突措施补充。 二、井巷揭煤基本程序及相关技术要求 （一）井巷距揭煤层最小法向距离20m 前。 1. 井巷距揭煤层最小法向距离20m（或石门拨门）前，依据揭煤地质说明书编制揭煤专项防突设计，并按规定报批。 2. 层间距在20m 以内的煤层群，可编制联合揭煤专项防突设计；大于20m 的，必须分别编制揭煤专项防突设计。 3. 突出煤层（分层开采后除外），新采区、新水平、井筒首 次揭穿平均厚度0.3m 以上的非突出煤层，以及平均厚度0.3m 以上的非突出煤层防突指标超标的，揭煤必须编制专项防突设计，报集团公司批准。其他揭煤设计比照本规定，由矿（矿建项目部）总工程师审批执行。 4. 地质构造复杂、岩石破碎的区域，距揭煤层最小法向距离
20m 之前必须布置不少于3 个探测钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。 （二）井巷距揭煤层最小法向距离10m 前。 1. 必须建立揭煤安全防护系统及独立的、可靠的通风系统。 2. 前探：至少施工两个穿透煤层全厚且进入底（顶）板不小 于0.5m 的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。所有前探孔必须测斜，并且至少有1 个前探钻孔沿井巷揭煤正前方布置。 3. 测压：设计的前探钻孔可用作测压钻孔，若二者不能共用 时，则测压钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。测压钻孔不少于3 个，并且至少有1 个测压钻孔布置在井巷轮廓线外15m，测压钻孔与其它钻孔见煤点间距不少于5m。近距离煤层群的，层间距小于5m 或层间岩石破碎时，可测定煤层的综合瓦斯压力。 4. 预测：预测指标同时采用瓦斯压力P、瓦斯含量W 及前探、测压等各类钻孔施工过程中有无喷孔、顶钻等其他异常现象。施工前探或测压钻孔过程中，必须取煤样测定a、b 常数值及△P、f值。 （三）井巷距揭煤层最小法向距离7m 前。 1. 非突出煤层、突出煤层无突出危险区、突出危险区采取
Guide operators to deal with the process of things, and require them to be familiar with the details of safety technology and be able to complete things after special training. 1237切眼下山掘进施工作业规程正式版
1237切眼下山掘进施工作业规程正式 版 下载提示：此操作规程资料适用于指导操作人员处理某件事情的流程和主要的行动方向，并要求参加施工的人员，熟知本工种的安全技术细节和经过专门训练，合格的情况下完成列表中的每个操作事项。文档可以直接使用，也可根据实际需要修订后使用。 一、工程概况： 1237切眼下山位于+90北翼三石门，该巷道为1237工作面的开切眼下山全长约80m，与+60北大巷三石门机巷贯通，巷道沿倾斜方向布置坡度24°～26°，巷道布置在Ⅲ煤中。 二、巷道断面设计由于巷道服务年限短，仅作为通风之用，巷道采用梯形断面、木棚支护，巷道掘进断面积：3.0m2，净断面积2.32m2。 三、施工设计巷道采用电钻打眼，爆破落煤、矸、人工将煤、矸，下山采用自制小矿车运输、小绞车提升。
1、扣眼爆破：采用电钻打眼，爆破采用毫秒雷管与煤Ⅲ3炸药。 2、爆破说明书：毫秒雷管使用前5段中任意连续工段，炮眼布置如下图所示：眼号每眼装药量雷管段号连线方式串连1—6 600g 1 □□1 08 方式□□ 3、巷道支护：由于本巷道仅作为掘进回风之用，服务年限短，一般采用梯形木棚支护，梁×腿=1.6×1.6米，棚距0.6米。 四、通风与供电 1、通风：巷道掘进采用局扇送风； 2、由于送风距离不同； 3、故采用5.5kw局扇送风，局扇安装位置+90北大巷三石门外10米以上；
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、
斜巷掘进提升运输安全管理规定为加强斜巷掘进时的提升运输安全管理，杜绝安全事故的发生，特制订本规定。 一、斜巷巷道、车场和峒室 1、斜巷巷道、各车场、各甩道及峒室必须有设计，并符合《煤矿安全规程》相关规定。 2、车场具体要求： ①采掘运输斜巷各车场长度不小于一次提升串车长度的1.5倍。 ②主要运输斜巷各车场的长度不小于一次提升串车长度的3倍。 ③上车场不得有向斜巷的倾斜度。 3、斜巷的中部及下部车场甩道的轨道曲率半径，必须满足安设标准道岔的需要。行驶一吨矿车运送材料时，应安设3#道岔，曲率半径不小于6米；运送支架、机组等大件时，应安设4#道岔，曲率半径不小于12米。 4、严禁在斜巷内摘挂钩。摘挂钩地点水平段巷道长度不得小于一次串车长度的1.5倍。 5、轨道和胶带输送机或刮板输送机混合运输巷道，输送机头处必须开凿司机操作室，禁止在轨道侧操作胶带输送机或刮板输送机。 6、斜巷内流水不得冲刷道床。 二、绞车 1、绞车安装要符合设计要求，位置要便于操作，滚筒钢丝绳要排列整齐，做到不爬绳、不咬绳、不跳绳。 2、绞车出绳方向与牵引方向不一致时，必须使用导向轮。导向轮直径不小于钢丝绳直径的40倍，导向不得超过两次。导向轮的固定方式应在作业规程或措施中明确规定。 3、绞车安装基础必须符合设计要求及有关规定，机电部提供基础图纸及固定方式和要求，调度室安排施工。 4、绞车附近30m范围内不得安装风机。 5、绞车由机电工区安装，机电部验收合格并存档，交付掘进工
区使用。掘进工区进行平时的维护保养并记录存档，机电工区进行故障维修。机电运输专职安监员和机电部进行监督检查，每天不低于一次。 三、钢丝绳及连接装置 1、钢丝绳选型必须符合设计要求，由机电部书面通知规格型号，机电工区施工。 2、斜巷运输时，矿车之间的连接，矿车和钢丝绳之间的连接，都必须使用不能自行脱落的连接装置。钢丝绳头应采用插接，插接长度不小于3.5个捻距，由机电工区施工。 3、斜巷采用串车提升时，必须使用保险绳，保险绳长度为略大于一次提升串车的长度（不超过一辆车长度）。保险绳一端必须与主提升绳相连，另一端挂在提升串车尾部车辆连接器上并连接牢固。 4、必须使用车尾。 5、钢丝绳及连接装置施工完毕后由机电部验收存档。掘进工区必须每班对钢丝绳及连接装置进行检查并记录存档，如发现问题及时汇报。机电部专职钢丝绳检查员必须每天对钢丝绳及连接装置进行检查并记录存档。机电运输专职安监员和机电部进行监督检查，每天不低于一次。 四、声光信号 1、信号要声、光兼备，安装布置合理，做到上板上墙（架），线路吊挂整齐。 2、斜巷上车场和绞车房不准共用一套信号装置。 3、信号装置由机电工区安装，并负责延伸和维修。掘进工区负责平时的维护工作。机电运输专职安监员和机电部进行监督检查，每天不低于一次。 五、挡车设施 1、上部平车场入口道岔前1-2m处安设一个能够阻止车辆进入摘挂钩地点的阻车器或挡车棍（包括上部是甩车场的外端也要安设）。 2、在上部平车场接近变坡点处安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的挡车栏。
编号：_______________本资料为word版本，可以直接编辑和打印，感谢您的下载 回风上山掘进工程施工承包合同 甲方：___________________ 乙方：___________________ 日期：___________________
超强煤矿以下简称：甲方 以下简称：乙方 超强煤矿是年产15万吨的整合矿，为在2010年顺利通过技改验收，经甲乙双方共同协商，特订如下协议。 一、工程名称及承包项目。 1、工程量：约280米左右 2、工程施工包括：梯形钢棚支护、混泥土砌石宣、锚杆安装、巷道四周喷射混泥土、铺轨、混泥土砌筑水沟，铺轨、装砰、卸砰、装料、卸料及施工中需要的各种材料、设备的运送等。 3、断面规格：净宽2.5米，净高2.2米（轨面起），三心拱形（直 墙高1.6米，拱基线以上0.6米），坡度沿地层倾角，水沟尺寸：300mm 冷00mm ;方向以甲方给定的中、腰线为准，方位角341度，净断面平方米，掘进断面5.6平方米。喷射混泥土时（锚杆喷浆厚度不低于80mm ）;构造带附近或顶板松散时应挂网喷浆，喷射厚度增加到150mm。其规格、尺寸，净宽、净高同前。 二、承包范围及方式 1、乙方必须按照甲方提供的图纸、掘进作业规程规定的施工要求及技术措施施工。在施工中乙方严格按照甲方给定的中线、腰线、坡度施工；放线、复核由甲方技术人员负责。 2、该工程采取分项施工，综合计价，综合计价包括：绞车工、 掘进、砌石宣、锚喷、临时支护、井上下铺轨、机电维修与安装、地面运输、卸砰、装料、放料等；各项施工款项乙方只包工不包料，乙方在施工
中，甲方只提供施工必须的大型设备，如绞车、耙岩机、矿车、凿岩机、空压机、混泥土搅拌机、喷浆机、锚杆、铁轨等；在施工中设备故障由乙方白行处理。乙方在施工中的小型工具、小型材料及低值易耗品，如：耙子、洋稿、斧头、木柄、锯子、钻杆、钻头、铁线 （丝八放炮器、放炮母线、风水软胶管、火工产品及劳保用品均由 乙方白己负责在承包单价项目内，小型材料乙方可以白己采购，也可以到 甲方领用，但结帐时扣除。未注明的材料、配件由甲方负责。 三、施工项目： 1、掘进包括：打眼、装药、放炮、装岩、清帮、防尘、通风、 水沟掘、砌及必要的临时支护。 2、砌石宣包括：刷帮、切顶、放棚、砌墙基础和砌墙、砌拱、石宣体壁后充填，必须严实饱满。备料、拆除、临时支护及砌碇模板拆装和砌碇体养护和工作面清理。 3、锚杆包括：打眼、安装锚杆及孔内注浆、锚杆配件运输。 4、喷射混泥土（喷浆）包括：材料准备、冲洗岩帮、喷射混泥 土、养护、清理场地、机械提升、设备搬运、混泥土制作等。 5、铺轨包括：清理井筒坡度、安设枕木、轨距为600mm，枕木间距为600mm ;其铺轨工程质量：轨与轨道接口，上下错开、左右 错开均不能超过2mm,其具体要求按〈〈井巷铺轨质量标准》施工。 四、施工综合单价： 乙方月生产任务原则上由矿统一下达，必须做到按时完成，一次成巷。其具体综合单价：（包括掘进、砌石宣、锚杆、喷浆、运输等）。
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。
井巷揭煤防突设计编报内容 一、说明 <一）概述。 简述井巷工程用途，施工标高、方位、范围，巷道断面形状、尺寸、支护方式。迎头位置及测点控制。周边开采关系<包括煤柱、采空、地面钻孔）及采掘活动。施工队伍情况。 煤<岩）层倾向、倾角、厚度，所揭煤层顶底板岩性、结构，邻近煤层。简述区域地质情况<水文地质），巷道前方影响到揭煤范围内的构造及控制程度。 构造单元内及相邻区域煤层瓦斯含量、涌出量、突出指标参数<实测的最大瓦斯压力），历史上突出发生点及基本情况。预计揭煤处的煤层瓦斯含量、瓦斯压力。初步评价揭煤区域的突出危险性程度。 巷道掘进供风<局扇、风筒、风量）情况，局部通风系统，揭煤回风影响到的相关区域。 地质说明书。 <二）揭煤工序安排。 简述揭煤防突工序及每道工序的施工组织安排，附防突工序流程图。 二、前探钻孔 <一）明确前探孔数量、控制范围和取芯钻孔的孔号，实施时距待揭煤层的法距。 <二）附：钻孔施工钻孔编号、孔径、施工方位、俯角或仰角，预计见煤深度、止煤深度、终孔深度等参数表。 <三）要求：
1.前探钻孔控制范围、测斜取芯等内容必须符合规定要求。 2.前探钻孔施工后必须提交的资料：钻孔开孔位置、见煤深、止煤深、孔长、取芯钻孔岩<煤）芯的采取率，以及施工过程有无喷孔、顶钻等异常现象。 三、测压<取样） 明确：测压孔数量不得少于3个<具备条件的，哪些前探钻孔兼作测压孔）；开孔位置<距待揭煤层的最小法距），选择岩层完整的地方开孔；施工方位、俯角或仰角、终孔深度、终孔点控制范围；哪些孔取样，以及所取煤样测定的内容。简述测压方法、封孔工艺。要求： 1.测压钻孔必须穿透全煤，一次不能穿透的，必须进入煤层不少于3m。封孔深度应大于10m。 2.取样时应测定△P、f值及a、b吸附常数值等，并必须计算待揭煤层的瓦斯含量W。 3.瓦斯压力(P>必须测准。测压孔若出水，必须根据水文地质情况，采取技术手段区分水压和瓦斯压力。 4.加强瓦斯压力观察，设立台帐，绘制压力变化曲线。 四、区域性突出危险性预测 明确：揭煤地点的突出区划情况。区划属突出危险区直接确定揭煤区域为突出危险区；属突出煤层无突出危险区揭煤或非突出煤层首揭的必须在距揭煤层最小法距10m前进行预测，预测同时采用实测瓦斯压力P和瓦斯含量W，符合以下条件之一，即视为突出危险区： 1.瓦斯压力P≥0.74MPa； 2.瓦斯含量W≥8m3/t； 3.前探、预测等各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等动力现象。
第一章概况 第一节概述 一、概述 金河煤矿位于贵州省盘县柏果镇小寨村境内，距县城60公里。 金河煤矿1022运输下山从变坡点坐标为х=2873810.48 у=35499431.906 Z=1449.5。掘进方位角95°,以-19°倾角掘进，总长度639.5米 二、掘进目的及用途 矿井主要运输。 三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度：639.5m。 2、服务年限：15年。 四、预计开工竣工时间 预计2011年6月1日开工，预计2012年3月底竣工。 附图：巷道布置平面图。 第二节依据 一、工作面设计图纸及说明 设计图纸及说明名称为《盘县柏果镇金河煤矿（整合）施工设
计》。审批时间为：2010年7月 二、地质说明书 无地质说明书，掘进过程中根据实际探钻情况做好地质素描（巷道编录）。 第二章、巷道地理位置及水文地质情况 第一节地面相对位置及及周围开采情况 本工程对应地表为陡坡地形，无大的水体及重要建筑物。 本工程井下位置：本工程为金河煤矿主要材料运输系统，左面30米为矿井回风下山(已施工)，右面25米是轨道下山下段（已施工）。 第二节煤（岩）层赋存特征 一、煤岩层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距离 井田及外露地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组（P2β）和龙潭组（P2I）三叠系下统飞仙关组及第四系。与下部岩层为假整合接触。 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级，发火期、煤尘爆炸指数 本矿井相对瓦斯涌出量107.3m3/t，绝对瓦斯涌出量为14.90m3/min。属于高瓦斯矿井。
第三节地质构造 该巷在掘进过程中勘探区内没有发现较大断层，有可能受到小断层的影响，需在今后掘进时进一步探明。。 第四节水文地质 掘进期间的地下水主要来源于大气降水，另外一部分是地表浅层潜水及风化裂隙水，多数不产生深部迳流循环，而是以下降泉的形式排入大河中，预计最大水量为4m3/h。 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置及施工顺序 运输下山上段开口位于联络巷49米处，掘进方位角95°倾角-19°，掘进639.5后触底。 第二节支护设计 一、巷道断面 S毛=12.5m2，S净=11.5m2。 附：巷道施工及支护断面图 二、支护方式 （一）永久支护 25U型钢+网喷U型钢的间距是600
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
一、概况： 三采区四区段343石门位于四区段甩车场以西70m 处，在13#煤层顶板开口，掘进方位150°，掘至7#煤层顶板停头，该石门需要进行揭煤施工的有11#、10#、9#、8#、7#，其中8#、11#煤层为不突出煤层。为保证10#、9#、7#煤层揭煤工作的安全，防止煤与瓦斯突出，根据《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出细则》的有关规定，特编制本揭煤设计和安全技术措施，请有关单位必须严格执行。 从332石门、333石门层位来看，各突出煤层之间层间距较小，石门开口点距10#煤层 6.59m ，10#煤层到9#煤层垂距14.6m ，9#煤层到7#煤层垂距 5.67m ，故将该石门所需揭露的突出煤层10#、9#、7#煤层的揭煤设计编制上报。 该石门在灰岩段为切圆拱形断面，锚网支护巷道、毛断面积 6.5m 2。揭煤施工均在软层岩段进行，各煤层均为从煤层底板揭煤。 二、揭煤前的准备工作： ㈠、前探层位控制钻孔： 根据《防治煤与瓦斯突出细则》要求，343石门开口前就必须对10#煤层进行层位控制钻孔,之后在距9#煤层垂距10米之前，再实施前探层位控制钻孔。因我矿9#煤层至7#煤层垂直间距为 5.67m ，故9#、7#两煤层同时进行前探控制。根据333石门揭露情况，预计10#煤层厚 1.6m ，7#煤层厚 1.4m 。 前探钻孔布置示意图 工作面 2 # # 1 (10 ) #
#以掌握工作面迎头距各煤层相对位置，地质构造、瓦斯情况等。前探钻孔施工完毕后，生产技术科负责收集钻孔参数并计算允掘距报矿总工程师和安监主任审批后 ，方可继续组织掘进，前探钻孔布置见钻孔参数表及前探钻孔布置示意图(10#)所示。 9#、7#煤层前探钻孔布置图（比例：示意） ㈡、测压钻孔 根据《防治煤与瓦斯突出细则》规定，在工作面距各煤层5米垂距时，打2个Ф75mm 穿透煤层全厚的测压钻孔，经测定煤层原始瓦斯压力。测压方法采用粘土测压法，其操
附件十一掘进工作面作业规程样本 煤矿掘进工作面作业规程 编号:掘xxxx号 工作面名称： 编制人： 施工负责人： 总工程师： 主管矿长： 批准日期： 执行日期：
会审意见 会审单位及人员签字 生产：年月日通风；年月日机电：年月日运输：年月日地测：年月日安全：年月日劳资：年月日供应：年月日技术：年月日总工程师：年月日
一．存在主要问题二．处理意见
目录会审意见 第一章概况 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)层赋存特征 第三节地质构造 第四节水文地质 第三章巷道布置及支护说明 第一节巷道布置 第二节矿压观测 第三节支护设计 第四节支护工艺 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 第二节爆破 第四节防治水 第五节机电 第六节运输 第七节其他 第八章灾害应急措施及避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录
第一章概况 第一节概述 巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开竣工时间等。 附图：巷道布置平面图。 第二节编写依据 一．经过审批的、设计及其批准时间等 二．地质部门提供的地质说明书 三．说明有关矿压观测资料 四．其他技术规范 第二章地面位置及地质情况 第一章 第一节地面相对位置及邻近采区开采情况巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建构筑物对工程的影响等。 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对工程的影响。 分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。 井上下对照关系表
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
兴文县金河煤业责任有限公司３７５m抽放巷石门揭煤 防 突 专 项 设 计 二0一三年 会审意见
目录 第一章概况 (33)
第一节地面相对位置及邻近采区情况 (33) 第二节煤（岩）层特征 (44) 第三节地质构造 (44) 第四节水文地质 (44) 第五节瓦斯、煤尘、及突出危险性 (55) 第二章通风及监控系统 (66) 第一节通风系统 (66) 第二节压风系统 (77) 第三节安全监测监控系统 (77) 第四节供电系统 (88) 第三章石门揭煤区域综合防突措施 (88) 第一节石门揭煤实施流程 (88) 第二节区域预测 (1010) 第三节区域防突措施 (1010) 第四节区域措施效果检验 (1111) 第五节区域验证 (1212) 第四章局部综合防突措施 (1313) 第一节揭煤工作面预测方法 (1313) 第二节揭煤工作面防突措施 (1414) 第三节工作面防突措施效果检验 (00) 第四节安全防护措施 (11) 第五章防突管理 (33) 第一节防突组织管理 (33)
第二节揭煤防突安全措施 (44) 第三节防突主要设备 (88) 第四节避灾线路 (99) 附图： 1.通风系统及避灾路线示意图 2. 区域检验孔布置图 3. 预测（检验）孔布置图 4. 瓦斯排放孔布置图 第一章概况 第一节地面相对位置及邻近采区情况 一、地面相对位置 该系统巷道相对应地面为大园顶以东山脊东面斜坡一带（西高东低）；巷道距地表埋深300m，为一小型背斜构造，位于背斜轴东翼。
二、相邻采区情况 巷道掘进层位全范围均为实体煤岩层，东翼330m处为K5煤层回风上山，上方100m处为+410mK5回风巷；下部102m处为+330mK5瓦斯抽放巷，西翼+230m 处为矿井田边界，其上部是k6煤层，均未布置回采巷道。 第二节煤（岩）层特征 井田含煤地层为二叠系上统龙潭组，厚90～105m，含煤10余层，其中可采及局部可采煤层3层，自上而下为： K6煤层(大汉炭或高炭)：位于煤系顶部，上距长兴灰岩6.0～9.4m，煤层厚1.0～2.36m，平均厚1.91m，全区可采。煤层结构简单，局部含1～2层粘土岩或炭质泥岩夹矸，夹矸单层厚0.02～0.15m，煤层顶、底板均为粉砂质泥岩或泥岩、细砂岩，有时直接底板为粘土岩。泥岩细砂岩为较稳固岩石，粘土岩具弱膨胀性，易底鼓，遇水尤为严重。 K5煤层(小汉炭)：上距k6煤层6.0～10.0m，煤层厚约0.8m，局部可采。 K1煤层(细花炭)：位于煤系底部，其下为黄铁矿层，厚约0.9m，结构复杂，局部可采。 按“采矿许可证”规定，煤矿只开采K6煤层。 煤层综合柱状图见附图一。 第三节地质构造 巷道掘进范围内无大的地质构造。根据已掘的K5瓦斯抽放巷及K5回风上山地质资料反映，在巷道掘进范围内无大型地质变化,巷道在掘进过程中，不会遇到大的地质变化，但不排除遇到小的褶皱等地质构造，故在巷道掘进时应加强现场管理及先探后掘的措施。 第四节水文地质 巷道位于K6煤层底板内,即含水性较弱的长兴灰岩下方，由于其与长兴灰