矿井避难硐室掘进作业规程.docx

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矿井避难硐室掘进作业规程

鹤济财源煤业有限公司掘进工作面作业规程

编号：

004

施工单位：

掘进队

规程名称：

矿井避难硐室掘进工作面作业规程

队长：

技术员：

秦宏涛

编制：

秦宏涛

编制时间：

2012年04月04日

矿井避难硐室掘进工作面作业规程编、审人员签字表

单位

签字

单位

签字

单位

签字

总工程师

安全矿长

安检科

生产副总

机电副总

调度室

生产技术科

地测负责人

机运科

经管科

通风科

掘进队

规程名称：

矿井避难硐室掘进工作面作业规程

主持人

会审地点

会审时间

会审意见：

规程名称

矿井避难硐室掘进工作面作业规程

副总工程师意见

总工程师意见

安全矿长意见

目录

第一章工程概况1

第二章地质及水文地质2

第三章工程支护4

第四章施工方法与施工工艺7

第五章“一通三防”、防尘及通讯9

第六章正规循环劳动组织及主要技术经济指标15

第七章动力供应及供水排水系统17

第八章工程质量及文明生产18

第九章安全技术措施21

第十章避灾措施30

第一章工程概况

一、工程名称：

矿井避难硐室掘进

二、工程用途：

矿井发生事故时的避难场所。

三、工程服务年限：

永久。

四、工程位置

避难硐室开口位置在西下山轨道巷轨1导线点处,另一开口位置在运2导线点向主井底方向8.3m处，避难硐室设计长度69m。

开口具体位置及中腰线由生产技术科给出（附巷道平面布置示意图1、避难硐室内部结构平面图2）。

五、规格尺寸及支护方式

1、断面规格：

（1）供电室：

S掘=13.36m²；S净=7.73m²（附支护断面图3）。

（2）通道：

S掘=10.64m²；S净=6.11m²（附支护断面图4）。

2、支护方式：

硐室一次支护方式为锚杆支护，锚杆布置在巷道四周，规格800×800mm,锚杆长度1800mm。

硐室二次支护采用不低于C30混泥土支护（视其围岩情况，若灰岩厚度＞3000mm，可采用一次锚喷支护）。

硐室三次支护采用镀锌网支护，网格规格为50×50mm。

长×宽：

生存室内7120×1250mm，过渡室内6600×1250mm，网固定件采用M12膨胀螺栓，δ10×100×100mm钢板。

三次支护均已完成后再铺底板，底板采用C20混凝土。

避难硐室内壁应喷刷浅色。

六、工程量：

矿井硐室设计总长度69m。

七、资金来源：

矿生产资金。

第二章地质及水文地质

一、井上下位置及岩性

1、工作面位置及四邻关系：

避难硐室掘进工作面位于矿井西运输平巷北侧，西轨道下山上平台东侧。

根据设计，本工作面在西下山轨道巷轨1导线和运2导线点向主井底方向8.3m处开口。

巷道标高+44.5m。

地面位置位于工业广场主井口西侧，地面标高+325m～+375m。

2、巷道岩性：

掘进工作面巷道岩性为赋存于石炭系上统太原组底部的一1煤顶板砂泥岩、灰岩，煤层产状与围岩基本一致。

二、工作面地质构造

根据西下山轨道巷、西运输平巷等四周已揭露巷道情况表明，掘进工作面层位稳定，构造清楚、简单，在掘进过程中可能遇小裂隙外，其它无大的地质构造。

三、主要含水层

1、奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

由灰～深灰色厚层状灰岩组成，顶部为灰黄色角砾状泥灰岩夹泥岩。

根据钻孔资料，下部岩心较完整，裂隙溶洞不发育，上部岩心破碎，具溶蚀现象。

钻孔抽水试验显示单位涌水量为0.06-0.11L/（s.m）。

该含水层为一1煤的直接充水含水层，对掘进工作面影响不大。

2、石炭系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

太原组下段碳酸盐岩岩溶裂隙含水层（L1灰岩）为掘进工作面揭露岩层，该含水层岩溶裂隙发育不均匀，富水性差异较大。

西下山绕道、西下山轨道巷、西下山皮带巷、西下山采区水仓比掘进工作面标高低的巷道，已对该含水层进行了大面积揭露和水位疏放，且该含水层在此区域涌水量较小，易于疏排，对避难硐室掘进工作面影响甚微。

四、水害威胁情况分析与评价

避难硐室掘进工作面主要充水水源为石炭系太原组的L1灰岩水，该含水层已被标高较低的巷道大面积揭露，在此区域水位已经得到疏放，且根据矿井实际观测，该含水层在此区域涌水量较小，易于疏排，对避难硐室掘进工作面影响甚微。

掘进工作面分别在西运输平巷运2导线点向主井底方向8.3m和轨1导线点处开口。

据图纸和收集的资料分析，该工作面无老空水害威胁。

掘进工作面南侧、西侧已被实际揭露巷道圈定，层位稳定，构造清楚简单，亦无断层水害威胁。

根据对以上水害情况综合分析可以得出结论：

避难硐室掘进工作面地质及水文地质情况清楚，构造简单，不存在受水害威胁问题，无需进行长探工作,施工前要制定出防治水专项安全技术措施，开口时，排水管路和排水泵必须安装到位，排水泵不少于两台。

五、地质柱状图

附综合柱状图5。

第三章工程支护

一、支护材料

1．锚杆及锚固剂：

锚杆采用直径为16mm，长度为1800mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆均用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度不少于700mm，锚杆外露长度为30～50mm，托盘为正方形，规格为115×115mm，用8mm钢板压制成弧形。

树脂锚固剂直径为23mm,每块长度为350mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚固剂型号为MSCK23/350。

2．喷浆支护，喷浆厚度356mm；喷浆采用不低于4.25的普通硅酸盐水泥，大沙，浆配比为水泥：

大沙=1:

2。

速凝剂采用祥之隆782-3型，速凝剂用量为水泥用量的3～4%，一车料最多掺一袋。

喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。

混凝土浇注必须采用标号不低于C30号水泥、围岩注浆不低于4.25级水泥加固，砂为纯净的河砂，含水率为4％～6％。

石子粒直径小于20mm，将粒径大于15mm的石子控制在20％以下。

混凝土抗拉强度为22MPa、抗压强度为1.6MPa，配比为水泥:

砂:

石子=1:

2:

2。

速凝剂型号为782-3型，掺入量一般为水泥重量的2％～3.5％，喷淋水区时可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在注浆机上料口均匀加入。

二、锚杆安装工艺

1．打锚杆眼

打眼前，首先严格按中、腰线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前先按照由外向里、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。

锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过±100mm，角度误差不得大于15°。

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，把2卷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,将锚杆旋入锚固剂内，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周预紧力，锚杆托盘要紧贴岩面。

三、混凝土浇注

1．准备工作

（1）检查锚杆安装和镀锌网铺设是否符合设计要求时，发现问题应及时处理。

（2）清理浇注、注浆现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

（3）检查注浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。

（4）浇筑时依次从两帮至拱顶浇筑。

（5）施工人员要佩戴齐全有效的劳保用品。

2．浇筑混凝土、喷浆时的工艺要求

（1）浇筑顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

（2）注浆时，喷浆机的供风压力为0．4MPa，水压应比风压高0.1MPa左右，加水量应由一名有经验的射手加以控制，最合适的水灰比是0.4～O.5之间。

注浆过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确。

当班工作结束后，必须卸开喷头，清理注浆管和喷浆机内外部所有灰浆或材料。

（3）开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。

四、镀锌网联合支护

镀锌网的规格，生存室内7120×1250mm，过渡室内6600×1250mm，网固定件采用M12膨胀螺栓,δ10×100×100mm钢板依次固定。

五、超前支护

1、施工顺序

安全检查（敲帮问顶）→抡尺定位→打眼→装药爆破→安全检查（敲帮问顶）→超前支护→锚网支护→喷浆。

2、超前支护规格及安装（附超前支护示意图6）

（1）爆破后，严格执行敲帮问顶制度，检查顶帮围岩情况，找净危岩活矸，确保工作环境安全。

（2）在掘进后安设超前支护，需用直径2寸长度3m的钢管3根，吊环及楔子6套。

其施工方法：

掘进爆破前，在上一循环永久支护的前端打一排楔子眼，以顶板中线为基准点，在巷道中线位置打一个楔子眼，中线两侧各打二个楔子眼，间距1000～1500mm，即楔子眼间距1000～1500mm，每排共5个楔子眼，眼深：

硬岩400mm，软岩600mm，然后距前排向后1.4m处再打一排同前排要求相同的楔子眼，要求前后两楔子眼连线的方向与巷道的掘进方向一致，两排楔子眼中间用2寸钢管穿在吊环内，管子与岩面之间的距离不得超过200mm，钢管上面用钢筋网、板梁背紧顶板，钢筋网与钢筋网之间要扣扣相连，连接要牢固，防止顶板矸石冒落。

（3）在掘进打眼时，应将与超前支护位置相对应的炮眼加深300-400mm,装药前将加深部分封上炮泥，以便爆破后，固定前探梁前端，超前支护最大控顶距为1500mm。

（4）掘进时，若岩石较破碎，掘进爆破前必须打一排超前锚杆，数量5根，方向与巷道掘进的方向成45°，位置在巷道顶部，锚杆间距600mm，放炮后采取上述支护。

第四章施工方法与施工工艺

一、施工方法及施工设备配备

1、施工方法

（1）施工前技术科必须提前标定开口位置，标定巷道中腰线，我单位要严格按中腰线施工。

（2）采用钻爆法破岩，人工装矸，矿车运输，风镐切底根，喷浆支护，一次成巷。

（3）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矸危岩，达到设计尺寸时,由外向里从上往下,依次打设锚杆。

然后从下往上依次支好模板浇筑，浇筑厚度250mm；锚杆支护、浇注支护到掘进头距离均不大于1.7m。

（4）浇注施工3～6m后，首先按由外向里、由上而下的顺序打设好注浆管注浆。

注浆要注严注实，不漏空隙。

（5）铺网:

注浆工程全部完工后，用镀锌网联合支护。

2、设备配备

3台YT28型气腿式凿岩机打眼，钻眼钻头采用“一字型”钻头，直径42mm,钻杆长度2000mm；2台G10型风镐；1台PC-51型转子式喷浆机；1台FQW8-35/W型风动潜水泵；15辆一吨矿车。

3、爆破器材、爆破材料

采用煤矿许用三级乳化炸药，1—5段毫秒延期电雷管，MFB—50型发爆器。

二、破岩方式

附供电室炮眼布置三视图7，附供电室爆破图表1；附通道炮眼布置三视图8，附通道爆破图表2。

三、装矸与运输

1、装矸方式：

采用人工装矸。

2、矸石、材料运输路线

矸石：

避难硐室掘进工作面→轨道巷上平台→西运输大巷→主井升井→地面。

材料：

地面→主井底→西运输大巷→轨道巷上平台→避难硐室掘进工作面。

附运输系统示意图9。

第五章“一通三防”、防尘及通讯

一、通风系统

1、进风路线：

地面→主井底→西运输大巷→轨道巷上平台→风机处。

2、回风路线：

掘进工作面→西下山轨道巷→西下山皮带巷→总回风大巷→回风斜井→地面

3、附通风系统图10。

二、掘进通风参数计算及局扇选择

1、工作面需用风量计算

（1）按巷道内最多人数计算：

Q=4N=4×44=176m3/min。

N－掘进工作面同时工作最多人数（施工人员20人，现场交接班人员40人，检查人员4人,故工作面人员最多人数为44人）。

（2）按瓦斯涌出量计算：

Q=100qk=100×0.12×1.5=18m3/min。

q－掘进工作面瓦斯绝对涌出量（q＝0.12m3/min）（由通风科提供）；

k－掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取值范围1—2，k取1.5。

（3）按爆破装药计算：

Q=25A最大=25×8.95=223.75m3/min。

A最大——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（Q最大＝8.95kg）。

（4）风量选取：

根据以上计算取最大值

Q掘取223.75m3/min=3.72m3/S

2、风速校验

V=Q掘/S=3.72/13.36=0.28m/s

式中S---为掘进巷道断面13.36㎡

风速V=0.28m/s，高于岩巷最低允许风速0.15m/s，低于岩巷最高允许风速4m/s，符合安全规程规定。

取最大风量223.75m3/min。

3、选择风筒，确定有效风量率

选取直径500mm的胶布风筒，采取多反边接头，根据对柔性风筒百米漏风率的要求，掘进巷道长度69m，百米漏风率不大于3%。

则P有效=（100-69×3%）×100%=97.93%

4、计算局扇供风量

Q=Q掘/P有效=223.75/0.98=228.31m3/min

5、局扇工作量计算及选型

根据计算数据选用2台No5.6/2×11对旋式局扇，一台正常使用，一台备用。

风机参数如下表

型号

转数

r/min

电机功率

kw

电机型号

YBF

风量

m3/min

全压

pa

长×宽×高

No5.6/2×11

2900

2×11

YBF160M1

310-220

4250-2140

2090×722×920

三、防止有害气体安全措施：

1、避难硐室掘进爆破时，工作面一次起爆的炸药量不得超过作业规程的规定（8.95kg）。

2、因岩性、巷道断面等因素需增加药量时，必须重新根据一次起爆炸药量计算配风量。

3、风筒出风口距掘进头最大距离不得大于10m；遇断层、煤线、淋水、出水等情况造成瓦斯涌出量增大时，风筒出风口距掘进头最大距离不得大于5m。

4、风筒吊挂高度不得低于1.8m。

5、掘进到40m时必须配压风自救装置一组，压风自救装置应可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。

每组不少于5个，保证灵敏可靠有风。

6、放炮时，所有作业人员必须撤至距放炮地点直巷100米、拐弯75米以外的安全地点，待炮烟等有害气体吹散后或放炮15分钟后，方可进入工作面。

7、工作面放炮后，通风科必须派人在回风侧100m处对CO浓度进行检查。

如CO浓度达到0.0024%时，必须增加供风量或在超限段的通道口设专人站岗，防止误入发生意外事故。

8、工作面掘进时，只准一个头施工，严禁同时多头施工，严防风量不足造成有害气体超限而发生事故。

四、局扇及瓦斯管理制度和措施

（一）局扇管理

1、每小班必须有专人现场看管，做到交接班，保证正常运转。

2、局扇及启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m，全风压供给该处的风量必须大于局扇吸风量的134%，且保证局扇进风口与巷道回风巷口之间风速符合规程规定。

3、采用抗静电、阻燃风筒。

4、局扇必须采用“三专两闭锁”。

5、使用局扇供风时，不得随意停风。

因计划内检修、停电等原因停风时，工作面必须撤出人员，切断电源。

6、恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局扇及其开关附近20m内风流中，瓦斯浓度不超过0.40%时，方可人工开启局扇。

（二）瓦斯管理制度和措施

1、掘进工作面必须合理供风，严禁不合理通风。

局扇采用压入式通风，不得用一台风机向2个作业的掘进工作面供风。

2、瓦斯检查员必须经常检查掘进头后路瓦斯，通风科按照规定安设瓦斯断电仪，掘进头、回风流中瓦斯浓度达到0.70%时报警，0.75%时报警断电。

3、施工地点及回风流中的瓦斯报警断电仪位置必须符合规定，要求其准确、灵敏、安全、有效。

工作面瓦斯探头位于在距掘进头不大于5m处的巷道中间，距巷道顶板不大于300mm，距帮不小于200mm。

4、施工中要求风筒紧跟掘进头，风筒出风口距迎头不超过10m；当巷道瓦斯涌出量大或见煤时，风筒出风口距迎头不超过5m。

5、施工期间，必须采用双风机、双电源，风机自动倒台。

要求风电闭锁，瓦斯电闭锁。

送电时，先送风后送电，严禁风电一齐送。

6、风筒要求吊挂平直，接头严密，如风筒漏风或损坏，必须及时修补或更换。

7、任何人不得擅自停开风机，严禁任何人私自改变探头位置、方向，严禁随意切断风筒。

8、如需停风停电维修，必须有计划，有停风、停电措施。

9、严格执行“一炮三检查”，（“一炮三检查”：

即装药前、放炮前和放炮后检查瓦斯，放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到0.70％时，严禁放炮。

）严禁瓦斯超限作业。

掘进工作面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，瓦斯浓度达到0.40%，必须停止作业，切断电源，撤出人员，采取措施进行处理。

10、对因瓦斯浓度超规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.40%以下时，方可送电。

11、因故停电停风时，必须将人员撤至全风压风流中。

恢复通风前，由瓦斯检查员首先检查瓦斯，停风区中最高瓦斯浓度不超过0.70%，且局扇及开关附近20m范围内瓦斯浓度在0.40%以下时，方可人工启动局扇恢复通风。

当瓦斯超过0.70%，但不超过3%时，由通风科瓦斯检查员按常规排放瓦斯措施就地排放；当瓦斯浓度超过3%时，另行制定专项瓦斯排放措施，报总工审批。

12、临时停工时，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入。

当瓦斯浓度达到3%时，不能立即处理时，必须在24小时内封闭。

13、监测监控

（1）、监测监控分站设在西下山配电点。

工作地点安设两台瓦斯传感器T1和T2，T1设在距掘进头≤5米的位置，瓦斯浓度达到0.70%报警，0.75%断电，T2设在距回风口10～15米的位置，瓦斯浓度达到0.70%报警，0.75%断电。

（2）、附监测监控系统示意图11。

五、防尘、防水、防火

（一）防尘

1、坚持湿式打眼。

2、定期冲洗巷道四周积尘。

3、坚持使用水炮皮。

4、爆破前后喷雾洒水。

5、装岩前后洒水。

设置水幕。

6、施工人员戴防尘用具，如防尘口罩、防尘眼镜等。

（二）防水

1、对资料不清的地质构造，技术部门必须及时组织人员进行超前钻探，待探明前方地质构造情况后，方可向前掘进。

2、发现巷道挂汗、挂红、空气变冷、出现雾气、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起、水叫、炮眼出水等异常情况时，必须立即停止作业，撤出所有受水害威胁的人员到安全地点，并迅速报告矿调度及有关科室领导，采取措施进行处理。

3、施工中，必须严格按照“有掘必探，先探后掘，长探短掘，探放结合”的原则进行施工，确保安全生产。

4、施工地点后路要清理干净，材料码放整齐，经常保持整洁、畅通。

5、施工中，如巷道顶、帮出现淋水、巷道积水时，可掘临时水窝进行排水，做到有水即抽，以防水患。

（三）防火

1、严格执行矿井防火制度，瓦斯检查员和安全检查员要加强通风检查，发现有发火预兆时，要及时向矿调度及关科室和矿领导汇报，以便采取措施进行处理。

2、井下所有易燃物品必须远离电气设备，用过的油棉纱、布头、纸等易燃物，放在盖严的铁桶内或碴车内运到地面，不准乱扔乱放，不用的油必须装到封闭完好的桶内及时运送到地面。

3、加强井下电器设备管理，坚决杜绝失爆现象，完善各种保护装置，保证灵敏可靠，防止因电火花而引起矿井火灾事故。

4、加强放炮管理，炮泥按有关规定封装，防止残爆发火，防止瓦斯燃烧，意外发生放炮着火或瓦斯燃烧时，要立即用水浇灭。

5、工作面必须配备2台干粉灭火气，以便各种火灾灭火急用。

六、通讯

通讯系统：

地面→主井底→西运输大巷→轨道巷上平台→避难硐室掘进工作面（附通讯系统示意图12）。

第六章正规循环劳动组织及主要技术经济指标

一、劳动组织（劳动组织见表3）

采用每天“三八”制（一天3班，每班8h）组织生产，每天一个循环，循环进尺1m。

1、掘进班

安全检查→抡尺定位→黄泥标眼→打眼→装药爆破→找顶→临时支护→验收。

2、出矸班

安全检查→出矸→验收。

3、成巷班

安全检查→挂线抡尺→整修断面→冲洗巷帮→拌料喷砼浇筑混凝土。

劳动组织表3

工种

出勤人数/人

延续时间

I

Ⅱ

Ⅲ

合计

12345678

910111213141516

1718192021222324

打眼工

4

2

6

打眼

领钎工

2

1

3

装渣工

4

8

2

14

验收员

1

1

1

3

推车工

5

7

4

16

支护工

2

2

2

6

班长

1

1

1

3

拌料工

4

4

注浆司机

2

2

工长

1

1

1

3

合计

20

20

20

60

二、循环作业（附作业循环图表4，技术经济指标表5）

为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和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。

第七章动力供应及供水排水系统

一、供电系统

（一）供电负荷统计

中央变电所风机专用线所带负荷：

2×11KW对旋式风机2台。

西下山皮带头所带负荷：

2×11KW对旋式风机2台。

大巷绞车配电点所带负荷5.5KW喷浆机1台。

（二）供电方式、电器及电缆型号的选择

1、电器型号：

KJE5—400/1400开关1台，QBZ—80D开关4台。

2、供电方式：

双回路双电源风电闭锁、瓦斯电闭锁。

3、电缆型号：

动力电缆35mm²，风机电缆25mm²，喷浆机电缆16mm²，信号电缆1.5mm²。

4、附供电系统图13。

二、压风系统

1、压风管路管径，材质说明和使用压风要求：

2、压风管路管径：

2寸。

3、压风管路材质：

钢管。

4、使用压风要求：

压力不小于5MPa。

三、供排水系统（附压风、供水及排水系统示意图14）。

1、供水管径、材质使用要求：

2、供水管径：

2寸。

3、供水管路材质：

钢管。

4、使用要求：

水压不小于4MPa。

第八章工程质量及文明生产

一、工程质量标准

（一）生产矿井质量标准化标准

1、按2007年河南省煤炭工业管理局颁发的《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》验收。

2、小班验收员和跟班干部要严格按施工标准进行验收，认真填写原始记录。

（二）检测验收

1、各种材料必须有出厂合格证，重要材料按公司规定进行质量检验。

井下工程：

区队每小班设一名验收员，每小班检查验收。

每月矿安检科进行一次总验收，不合格必须处理、整改。

二、文明生产要求

1、作业规程

内容符合《煤矿安全规程》及上级有关规定，施工及地质条件变化时有补充措施，内容齐全，外观整洁，图文清晰，保存完好，审批、贯彻手续完备，有贯彻和签名记录。

2、综合防尘

1）湿式打眼，使用水炮泥，装岩前后洒水，冲洗巷帮。

2）作业人员佩戴个体防护用品。

3、临时轨道

1）轨距600mm。

2）轨距误差不超过设计10mm，不小于设计5mm，轨道接头间隙不超过5mm，内错差不大于2mm，高低差不大于2mm，水平误差