40201回风顺槽作业规程(改)20151011(DOC)

山西朔州平鲁区国强煤业有限公司

40201回风顺槽掘进作业规程

编 制 人：施 工 负 责 人：编 制 日 期：执 行 日 期：

潘 东 海 屈 成 宝 2015.10.11

目 录

第一章 概况 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 3

第一节 概述 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 3 第二节 编制依据 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 3 第二章 地面位置及地质情况 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 3

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 „„„„„„„„„„„ 3 第二节 煤（岩）层赋存特征 „„„„„„„„„„„„„„„„„ 4 第三节 地质构造 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 5 第四节 水文地质 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 5 第三章 巷道布置及支护说明 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 6

第一节 巷道布置 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 6 第二节 矿压观测 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 7 第三节 支护设计 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 8 第四节 支护工艺 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 11 第四章 施工工艺 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 12

第一节 施工方法 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 12 第二节 凿岩方式 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 13 第三节 施工工艺及流程 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 13 第四节 爆破作业 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 14 第五节 装载与运输 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 16 第六节 管路及轨道敷设 „„„„„„„„„„„„„„„„„„ 16 第七节 设备及工具配备 „„„„„„„„„„„„„„„„„„ 17 第五章 生产系统 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 18

第一节 通风 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 18 第二节 压风 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 20 第三节 瓦斯防治 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 20 第四节 综合防尘 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 20 第五节 防灭火 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 21

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第六节 安全监测系统 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 22 第七节 供电系统 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 23 第八节 排水系统 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 23 第九节 运输系统 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 24 第十节 照明、通讯和信号 „„„„„„„„„„„„„„„„„ 24 第十一节 压风自救 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 24 第十二节 安全避险六大系统 „„„„„„„„„„„„„„„„ 25 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 „„„„„„„„„„„„„„ 26

第一节 劳动组织 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 26 第二节 循环作业图表 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 28 第三节 主要技术经济指标 „„„„„„„„„„„„„„„„„ 29 第七章 安全技术措施 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 30

第一节 一通三防 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 30 第二节 顶板管理 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 33 第三节 爆破管理 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 36 第四节 掘进机施工技术要求 „„„„„„„„„„„„„„„„ 40 第五节 探水与防治水 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 41 第六节 机电管理 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 43 第七节 运 输 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 44 第八节 大、重型材料运输管理措施 „„„„„„„„„„„„„ 47 第九节 起吊设备重物管理措施 „„„„„„„„„„„„„„„ 47 第十节 开口及贯通措施 „„„„„„„„„„„„„„„„„„ 48 第十一节 刮板运输机安装及使用安全技术措施 „„„„„„„„ 49 第十二节 过断层、破碎带或地质构造带时的顶板管理措施 „„„ 51 第十三节 带式输送机的安装措施 „„„„„„„„„„„„„„ 51 第十四节 带式输送机运输管理措施 „„„„„„„„„„„„„ 52 第十五节 耙斗机使用安全技术措施 „„„„„„„„„„„„„ 53 第十六节 锚杆机使用安全技术措施 „„„„„„„„„„„„„ 55 第八章 灾害预防及避灾路线 „„„„„„„„„„„„„„„„„„ 56 第九章 其它 „„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„„ 57

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第一章 概况 第一节 概述

一、巷道名称 40201回风顺槽

二、巷道用途、服务年限

1、巷道用途：通风、行人、运输及敷设管路等。 2、服务年限：2 年。 三、设计长度、工程量、坡度

巷道开口坐标：X=4369091.535 Y=19623032.610 H=990.503

巷道设计长度：40201回风顺槽设计长度814.7米，掘进体积：12691.2m3 ； 990车场设计长度141.7米，掘进体积：2277.9m³ 坡度: 1—3段巷道按0°掘进22.7m（包括曲线巷道8.6m），3—4段巷道按3‟上山掘进104.9m，4—6段巷道按0°掘进41.9m（包括曲线巷道14m），6—7段巷道按15°29†41‡掘进43.7m，5—8段巷道按3‟掘进19m，8—9段巷道按-9°†24‡掘进34m，9—10段巷道按0°掘进50.27m至煤层底板，然后跟煤层底板掘进至巷道结束。（详见工作量汇总表） 四、开工时间、预计竣工时间

开工时间：2015年7月1日, 预计竣工时间：2015年12月31日,施工进度指标：240m/月（岩巷：80m/月）。

五、巷道布置 附图：巷道布置图

第二节 编制依据

依据《煤矿安全规程》、《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》、《山西平鲁区国强煤业有限公司安全专篇》、《山西平鲁区国强煤业有限公司40201回风顺槽设计图》、地质说明书等编制本施工作业规程。

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

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一、地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

井上下对照关系表 表1 水平、采区 一水平 +1251.0m ～+1300.0m 工程名称 40201回风顺槽 +978.03m ～ +1091.926m 地面标高 井下标高 地面相对位置建筑物、小井及其他 井下相对位置对掘进巷道的影响 邻近采掘情况对掘进巷道的影响 该巷道地面相对位置：地表位于陶村乡陶西村西部，东面有陶村至井坪公路，并有马关河在附近流过 该巷道井下相对位置：井下位于4-1煤回风上山西部，工作面南部为40201运输顺槽，北部为井田资源，西部为工作面切眼，东部为轨道大巷、4-1煤回风大巷。对巷道掘进无影响 邻近存在轨道大巷、4-1煤回风上山、4-1煤回风大巷、对巷道掘进无影响。 第二节 煤（岩）层赋存特征

本工作面掘进煤层为4-1煤层，煤层厚度4.23～10.95m，平均7.m，稳定可采煤层。4-1煤层结构复杂，含夹矸0～5层，夹矸厚度0.07～0.60m，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩，局部煤层有节理发育,煤层硬度f＜3。 煤（岩）层赋存特征见表2

煤层赋存特征表 表2 指 标 煤层厚度（最大－最小/平均）ｍ 煤层倾角（最大－最小/平均）度 煤层硬度ｆ 岩层硬度ｆ 4# 参 数 4.23-10.95/7. 5°-21°/13° 2.0-3.0 ≥6 备 注 4

煤层层理（发育程度） 煤层节理（发育程度） 自然发火期（月） 绝对瓦斯量（ｍ３﹒min-1 ） 相对瓦斯斯量（m3/t) 煤层爆炸指数（﹪） 煤层顶底板情况：

较发育 较发育 ≥3 0.56 0.22 40-60 伪顶顶板为炭质泥岩，平均厚度在0.2米左右，直接顶板为中细粒砂岩或泥岩，厚度4.5～8.30m，局部裂隙发育，属中等坚硬顶板，顶板坚硬不易冒落，有时有0.02～0.05m炭质泥岩伪顶，易垮落，有时局部为1.50m左右砂质泥岩顶板，老顶顶板为砂质混岩、泥岩，厚度在16.80底板为灰黑色泥岩或中细砂岩，厚度5.50m左右，质散。

附图：4#煤柱状图

第三节 地质构造

本区域4-1煤层走向SW20°，倾向ES20°，倾角5°～21°。掘进过程中将揭露F3、SDF26、SDF24断层，断层性质为正断层，断层产状、延长方向及延长长度详见平面图。

第四节 水文地质

一、区域内主要含水层

1、奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

岩性为灰色厚层状灰岩及泥灰岩，裂隙、溶洞较发育。2010年10月，山西省第二地质工程勘察院在井田东南部新主井附近施工的GS-1供水井，钻进奥灰灰岩345.20m，抽水试验静水位埋深142.40m，水位标高1058.00m，出水量30.40m3/h，属富水性强含水层。本区域内奥灰水位标高在1058.5－1059.0m之间。经计算突水系数小于0.06，对掘进无影响。

2、石炭系太原组碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层

位于9煤与4煤之间。本组含水层埋藏较深，又因其间有泥岩作为相对隔水层，

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不易接受上覆含水层越流和大气降水渗入，补给条件差。含水层一般为弱富水程度，

3、二叠系山西组砂岩以及山西组以上碎屑岩裂隙含水层

位于4煤顶板，该组稳定砂岩2-3层，厚度变化较大，以K3砂岩厚度较为稳定，K3砂岩为灰色厚层状中、粗砂岩，底部常夹有砂砾岩，砂岩裂隙发育，大部分钻孔冲洗液漏失或形成干孔，为硬质淡水属富水性弱的含水层。 二、井田内主要隔水层

主要为本溪组，厚度21.92－34.30m，其中泥质岩岩性致密，细腻，具有良好的隔水性能，为阻隔奥灰岩溶水与上部含水层水力联系的重要隔水层。其次，相间于山西组、太原组各砂岩含水层之间厚度不等的泥岩，粘土岩亦可起到一定的层间隔水作用。

三、主要水源、有影响的含水层厚度、涌水量、补给关系、影响程度等

充水因素为：

1、4-1号煤层顶板砂岩裂隙水随着巷道中出现的裂隙渗流入工作面。 2、奥灰混合水经细砂岩裂隙、断层渗入工作面。

3、4-1煤层主要接受大气降水的补给，向地表及下伏基岩风化壳含水层排泄。基岩风化壳含水层，主要接受大气降水及沟谷处地表水的补给，局部可以得到第四系孔隙水的补给，通过裂隙向下伏岩层入渗，由于沟谷的切割，局部又以泉的形式排泄。

4、煤系地层各含水层接受上伏含水层的补给顺层运移，若无构造沟通或人为破坏，则各含水层相对，水力联系差，地下水主要以层间运移为主。

5、下伏奥灰岩溶含水层在灰岩裸露区接受大气降水的补给，岩溶水向东南径流至神头泉排泄。

四、相关因素，对施工安全的影响程度

1、邻近存在轨道大巷、4-1煤回风上山、4-1煤回风大巷，对巷道掘进无影响。 2、经计算该区域内奥灰水突水系数小于0.06，对巷道掘进无影响。 3、F3、SDF26、SDF24断层可能对巷道掘进造成一定的影响，掘进至附近时要编制有针对性的技术措施。

第三章 巷道布置及支护说明

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第一节 巷道布置

一、层位、水平标高

990车场开口以0°坡度施工22.7m半煤岩（包括曲线巷道8.6m），再以3‟上山掘进104.9m，以0°掘进14m（曲线巷道）至40201回风顺槽，40201回风顺槽以3‟掘进19m，以-9°†24‡掘进34m，以0°掘进至煤层底板后沿煤层底板掘进，巷道施工方位为295°42†24‡、336°49†13‡、269°49†13‡/176°00†00‡。

990车场开口底板标高+990.503米。 二、巷道布置说明

1、巷道形状：40201回风顺槽为矩形。 2、巷道规格断面： 40201回风顺槽：

净断面：净宽：4.2m、净高：3.3m；长度814.7米，掘进体积：12691.2m3 。 工作面掘进期间每隔40米施工一个躲避硐室，躲避硐室规格为：宽1.5米³高2.0米³深0.7米。

990车场：

净断面：净宽：4.5m（5.4m/5.6m）、净高：3.3m；长度141.7米，掘进体积：2277.9m3 。

第二节 矿压观测

一、锚杆锚固力检测。锚杆为端头锚固，锚固力不小于60KN，扭紧力矩不小于140N²m。锚索锚固力不小于150KN。对锚杆的锚固力检测工作实行施工单位自查，锚杆拉拔力每班自测一组，每组三根。监理部门每月组织专人进行抽查,每300根取样不得少于1组，每组3根。对锚固力不合格的锚杆、锚索应立即补打，确保锚杆、锚索支护效果。

二、顶板离层监测，顶板安设离层仪。在巷道内每50m安设一顶板离层仪，工作面50m范围内每天至少观察一次，50m外每周观察不少于1次。发现问题及时处理并汇报调度室跟安全科。

三、施工单位必须落实专人监护巷道支护状况，发现断锚、断索、退索、围

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岩异常等现象，要及时汇报生产技术部门以及有关领导，以便及时采取措施确保安全。

四、当地质条件变化时，要及时采取相应措施，立即修改支护参数或改变支护形式。

第三节 支护设计

各类支护工艺及要求 一、临时支护

1、临时支护采用φ75mm³5000mm钢管及固定卡子及木板制作的金属前探梁。每根金属前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的锚杆上，每根前探梁上固定不少于2根锚杆，两根前探梁间距3m，割煤后将前探梁前移至迎头，前探梁与顶板之间掩好两块木板，木板长不低于3m，宽度300mm，厚度不小于100 mm，木板与顶板间用木楔子背牢背实。

附临时支护平断面图。

2、上前探梁时，不少于3人，1人观察顶板并协调指挥、2人穿前探梁。 3、前探梁移至工作面后，在最后一个吊卡上面用木楔与钢管背紧。 4、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，撤出工作面人员至安全地点，待顶板稳定后，由外向里加强支护后方可继续施工。

5、顶板较破碎时，打设超前锚杆作超前支护。

6、炮掘时工作面最小空顶距不大于0 m，最大空顶距不大于2.0m。 7、综掘时工作面最小空顶距不大于0.2m，最大空顶距不大于2.2m。 8、巷道顶板破碎时必须掘一排支一排，最小空顶距不大于0.2m，最大空顶距不大于1.2m。

二、永久锚网支护：

40201回风顺槽停采线（开口向里145米）以外的顶板与巷道两帮永久支护方式采用低松弛七股钢绞线锚索+螺纹钢锚杆、钢筋网联合支护；锚杆为φ18mm³2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1支锚固剂。锚杆间排距 1000mm³1000mm，成行成排布置，托盘为150mm³150mm³12mm钢托盘；网片为1100mm³2100mm³φ6mm的钢筋网片；锚索采用φ15.24mm³6300mm，排间距为2000mm³

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2000mm成（2—1—2）布置，托盘为250mm³250mm³12mm。

停采线以内顶板采用低松弛七股钢绞线锚索+螺纹钢锚杆、钢筋网联合支护，锚杆为长φ18mm³2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1支CK2360锚固剂。锚杆间排距为1000mm³1000mm，锚索采用φ15.24mm³6300mm，排间距为2000mm³2000mm成（2—1—2）布置，托盘为250mm³250mm³12mm，每根锚索使用3根树脂锚固剂；巷道前进的右帮采用螺纹钢锚杆+菱形铁丝网联合支护，锚杆为长φ18mm³2000mm的螺纹钢锚杆，每根锚杆使用1支锚固剂，间排距为1000mm³1000mm，成行成排布置，托盘为150mm³150mm³12mm钢托盘；菱形铁丝网片为1100mm³3300mm的10#铁丝网片；巷道前进的左帮采用玻璃钢锚杆、塑料网联合支护；锚杆为长φ18mm³2000mm，每根锚杆使用1支锚固剂，间排距为1000mm³1000mm，成行成排布置，托盘为150mm³150mm³12mm，网片为1100mm³3300mm。 三、支护参数确定

40201回风顺槽锚杆锚固力不小于60KN，扭力矩不小于140N²M，锚索预紧力不小于120KN，锚固力不小于150KN。

1、采用计算法校核支护参数

锚杆通过加固作用，达到支护效果的条件，应满足： L≥L1+L2+L3 式中 L——锚杆总长，mm

L1——锚杆外露长（托盘厚度+螺母厚度+螺纹外露10～30mm，取60mm），mm

L2——有效长度(顶锚杆取煤破碎深度b,帮锚杆取煤帮破碎深度c），mm

L3——锚入岩（煤）层内深度（取700mm），mm。 b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2）]/f顶 式中 B、H——巷道掘进跨度和高度，B=4200mm，H=3300mm； f顶——顶板煤层普氏系数，f顶取3；

ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°。

b=[4200/2+3300³tan(45°-63.43°/2）]/3=959.72mm C=3300³tan(45°-63.43/2)=779.17mm

依据上述公式计算得出：顶锚杆长L顶≥1719.72mm；帮锚杆长L帮

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≥1539.17mm。

所选锚杆长度φ18mm³2000mm均能满足计算要求。 2.按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排拒；

每根锚杆悬吊煤体重量G=γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，在考虑安全系数k,取k=2.

kGB--巷道掘进跨度，B=4.2m； Fr--顶板岩石普氏系数，fr=2.5 计算得，L2=0.84m

a2<[Q/(k•γ•L2)]1/2所选顶锚杆的锚固力Q≥60KN， 计算得a2<[60/(2³13.72³0.84）]1/2=1.30m a<1.14m

因此，间、排距参数能满足计算结果。 3.悬吊理论校核锚索间距：

为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落，用Φ15.24mm、L=6300mm的钢绞线，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。

L=n•F2/[B•H•γ-(3F1•sinθ)/L1] 式中L——锚索间距，m B——巷道最大冒落宽度，4.2m；

H——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取4.34m； γ——岩体容量，13.72KN/m3； L1——锚杆排距，1.0m； F1——锚杆锚固力，60KN； F2——锚索极限承载力，取230KN； θ——角锚杆与巷道顶板的夹角，75°； n——锚索排数，取1。

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L=1³230/[4.2³4.34³13.72-（3³60³0.97）/1]=3.05

通过上述计算，40201回风顺槽锚索间距L小于3.05m。所选锚索参数满足设计要求。

根据以上计算确定40201回风顺槽的支护参数为：锚索采用Φ15.24 mm³6300 mm的钢绞线；间排距为2000mm³2000mm，以2—1—2布置；锚杆采用Φ18 mm³2000 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆；锚杆间排距为1000mm³1000mm；钢筋网采用网片为1100mm³2100mm³φ6mm的网片，搭接长度不少于100mm，每隔300mm用12#双股铁丝绑扎。

第四节 支护工艺

锚杆眼使用MQT-120型锚杆钻机打设，锚杆眼必须垂直顶板，边两排锚杆与顶板夹角不低于75°，其余锚杆眼与顶板夹角不低于87°，严禁斜打眼，锚杆机必须带水作业，严禁干打眼，锚杆眼深度比所使用的锚杆长度少70mm，锚固剂用锚杆顶入孔底，用锚杆机旋转搅拌10-20秒钟后，卸下锚杆钻机，待到15分钟锚固剂全部凝固后，方可上托盘。要求托盘布置垂直巷道中心线方向，横竖成行，用力矩扳手将螺母拧紧，锚杆螺纹外露长度为10mm～30mm，锚索外露长度150～300mm。

1、支护工艺

（1）前探梁临时支护：支护前由班队长、安全员检查工作面安全情况，处理顶帮活矸后，再进行支护；安装时先将移动圈用螺帽固定在靠工作面的两排锚杆上，然后将穿梁插入移动圈，放炮前呈后悬臂式，放炮后将穿梁前移呈前悬臂式，用刹顶木将梁与顶之间刹紧，刹顶木不少于两排。前探梁为2根。移梁时必须等前一排锚杆支设好，并固定上移动圈后，将刹顶木打松，把梁拉后，再穿入新移动圈背紧刹顶木，操作人员必须在支护齐全的地方工作，且必须由专人监护。

（2）支设锚杆：先打设锚杆眼，按规格掌握好眼深、眼距，安装时，用锚杆将锚固剂推入到眼底，再用锚杆机（风煤钻）搅拌10-20秒左右将杆体锚入眼底，取下锚杆机（风煤钻），15分钟后安装托盘，用机械或力矩扳手拧紧螺帽。

2、锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求； （1）打设锚杆必须严格按照规程中规定，间排距误差为±100毫米。 （2）锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75°，锚索不小于80°

（3）锚杆必须拧紧螺母，螺纹外露长度为10—30mm，托盘紧贴岩壁。 （4）锚杆锚固力必须达到60KN以上，不合格必须重新补打。

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（5）紧固锚杆螺母必须使用力矩扳手，拧紧力矩不小于140N²m。 （6）打锚杆眼：打锚杆眼用锚杆机，爆破后先进行敲帮问顶工作，确保安全无误后，方可进行打设锚杆眼。

（7）锚杆安装方法：锚杆孔钻好后，用锚杆将锚固剂轻轻送入眼底，再用锚杆钻机进行搅拌，搅拌时间为10-20秒；凝固后取下钻机，15分钟后将托盘上好，拧紧螺母，要求托盘与煤、岩石贴紧，确保支护效果，避免顶板离层。

3、支护网片的铺设、连接要求 （1）钢筋网规格为1100mm³2100mm。 （2）塑料网规格为1100mm³3300mm。 （3）菱形铁丝网规格为1100mm³3300mm。

（4）安装锚杆后，开始铺挂支护网片。钢筋网和塑料网及铁丝网搭接宽度为100 mm，每隔300mm用12#铁丝扎牢，网与网链接绑扎必须牢固，压茬要好，同时紧贴岩壁。

（5）铺网时要将锚杆的托盘凸面朝外上好，托盘要压在钢筋网上使托盘密贴岩壁，用机械或力矩扳手将锚杆螺母上紧。

第四章 施工工艺 第一节 施工方法

一、巷道开口施工方法。

1、施工前必须提前标定开口位置，标定巷道中腰线，严格按中腰线施工。 2、开口前，必须对开口左右各10m巷道及预计贯通点左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用铁板或旧胶带掩护好。

3、开口前，应提前按设计要求，安设局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。

二、掘进施工方法

1、40201回风顺槽停采线以外顺槽及990车场采用打眼放炮掘进，耙斗机装煤（岩） ,用刮板运输机、胶带机运输；停采线向里掘进时采用EBZ-150A型综掘机截割并自行装煤、采用掘支单行，一次成巷的作业方式按设计和标准化要求施工。

2、按照生产技术科标定中腰线进行施工。

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3、采用短掘短支法进行掘支作业。

第二节 凿岩方式

40201回风顺槽停采线以外顺槽及990车场采用打眼放炮掘进；停采线向里掘进时采用EBZ-150A型综掘机截割落煤。

第三节 施工工艺及流程

一、工艺流程

1、机掘：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→综掘机切割出货→敲帮问顶→临时支护→施工顶、帮锚杆、锚索、综掘机检修→收尾、整理、质量检查。

2、炮掘：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→打眼→装药、连线→爆破→验炮→敲帮问顶→临时支护→出货→施工顶、帮锚杆和锚索→收尾、整理、质量检查。

二、机掘作业方式： 1、截割方式

40201回风顺槽停采线以内采用EBZ-150A型综掘机掘进。 2、截割方法

截割头由巷道一侧底部进刀，进刀深度600mm，后在巷道内水平截割，周边留200～300mm，每水平摆动一次抬高400～600mm，按照截割运行曲线示意图连续摆动截割至初步成形，截完一个循环后，修周边达到设计要求。

3、截割工艺流程

进刀 截割 修边 成形。 4、截割质量要求

必须严格按照中腰线掘进，严格按设计尺寸施工，保证巷道成形，严格控制超、欠挖，净宽要求中线至任一帮允许误差0mm～+100mm。

5、提高截割质量的措施

（1）经常进行岗位练兵，提高司机素质。

（2）遇到顶板起伏变化时，随时调整截割高度，做到平缓过渡。 （3）经常观察校正激光指向仪，保证指向正确，无中腰线不准施工。 （4）严格按照截割方法和工艺进行操作。

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（5）巷道断面的规格尺寸及误差标准，要符合设计要求，司机必须牢记。 施工过程：交、瓦斯检查、安全检查 → 掘进机破煤、装煤外运→ 敲帮问顶、找掉危岩及临时支护（顶板完整时）→退掘进机→ 锚杆等永久支护，同时机组检修、延长胶带输送机、延伸风水管及轨道等，煤帮锚杆支护平行作业，也可分班作业，支护紧跟迎头。

三、炮掘作业方式

1、打眼：岩巷炮眼采用YT-28(29)型凿岩机、配Ф22mm 中空六角钎杆、Ф40mm “一”字型钻头打眼，煤巷炮眼采用ZQS-50/1.6风煤钻、配麻花钻杆、Ф42mm煤钻头打眼。

2、爆破

（1）起爆器：选用MFB－100型起爆器。

（2）爆破器材：炸药采用2#煤矿许用炸药；雷管采用1～5段毫秒延期电雷管，最后一段延时不超过130毫秒。

（3）装药结构：采用正向装药结构。 （4）封口材料：黄泥、水炮泥。

第四节 爆破作业

40201回风顺槽炮眼深度2.0m，爆破采用分段装药分段爆破方式。掏槽采用楔形掏槽，炸药使用2#煤矿许用炸药，雷管使用毫秒延期电雷管，起爆使用FMB-100型放炮器。正向装药，串联结构。严格按光面爆破法进行爆破，光面层厚度0.2m，合理布置周边眼。达到较为理想的爆破效果。炮眼布置图附后。 附：40201回风顺槽（一）炮眼布置，爆破说明书。

爆破原始条件表 表4

名称 掘进断面 炮眼深度 炮眼数目 普氏系数 单位 M2 m 个 f 数量 13.86 2.0 60 2～3 爆破参数表 表5 序炮眼名编号 眼深 装药量 角度（°） 炮土起爆联线 14

号 称 （m） 药量（个） ㎏ 1 掏槽眼 1～6 2.2 6 0.6 眼数孔装总装药量㎏ 3.6 75 90 90 (81） 90 90 90 83 90 充填顺序 方式 水平 垂直 长度 m 充满 Ⅰ 充满 Ⅱ 充满 Ⅲ 2 辅助眼 7～18 2.0 3 底眼 41～50 2.0 12 0.45 5.4 10 0.3 3 串联 4 周边眼 19～40 2.0 合计 22 50 0.3 6.6 18.6 (81) (83) 充满 Ⅳ 预期爆破效果表 表5 名称 炮眼利用率 每循环工作面进度 每循环爆破实体 炸药消耗量 单位 ％ m m3 ㎏/m3 数量 85 2.0 27.72 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 雷管消耗量 单位 ㎏ 数量 9.3 m/循环 100.4 发/ m3 发 1.8 25 0.67 每米巷道雷管消耗量 附：990车场（二）炮眼布置，爆破说明书。 爆破原始条件表 表6

名称 掘进断面 炮眼深度 炮眼数目 普氏系数 单位 M2 m 个 f 数量 14.85 2.0 52 2～3 爆破参数表 表7 装药量 序炮眼名号 称 编号 眼深 眼数孔装总装药量㎏ 3.6 75 90 角度（°） 炮土充填起爆联线水平 垂直 长度 顺序 方式 m 充满 Ⅰ 串联 （m） 药量（个） ㎏ 2.2 6 0.6 15

1 掏槽眼 1～6

2 辅助眼 7～18 2.0 3 底眼 42～52 2.0 12 0.45 5.4 11 0.3 3.3 90 90 (83） 90 90 83 90 充满 Ⅱ 充满 Ⅲ 4 周边眼 19～41 2.0 合计 23 52 0.3 6.9 19.2 (83) (83) 充满 Ⅳ 预期爆破效果表 表8 名称 炮眼利用率 每循环工作面进度 每循环爆破实体 炸药消耗量 单位 ％ m m3 ㎏/m3 数量 85 2.0 29.7 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 雷管消耗量 单位 ㎏ 数量 9.6 m/循环 104.4 发/ m3 发 1.7 26 0.65 每米巷道雷管消耗量 第五节 装载与运输

1、放炮掘进后采用耙斗机装煤→40201回风顺槽刮板输送机→联络巷胶带机→40201运输顺槽胶带机→胶带巷胶带机→胶带石门巷胶带机→煤仓→主斜井胶带机→地面。

2、掘进机装煤（矸）经转载机 →40201回风顺槽胶带机→联络巷胶带机→40201运输顺槽胶带机→胶带大巷胶带机→胶带石门巷胶带机→煤仓 →主斜井胶带机→地面。

详见附图:运输系统图

第六节 管线及轨道敷设

一、管线敷设方式见表

管线敷设方式 表9

序号 1 2 3 名称 风筒 风管 水管 规格型号 单位 Φ1000 Φ Φ M M M 数量 1000 1000 1000 吊挂方式 钢绞线 管道钩 管道钩 与工作面间距 5m 10m 10m 16

4 5 6 排水管 黄泥灌浆管 缆线 Φ Φ108 M M M 200 1000 1000 管道钩 管道钩 电缆钩 10m 10m 20m 二、轨道铺设

1、铺设轨道时，必须严格按照设计轨道中心线铺设。

2、轨距：900mm，轨枕间距：800mm；采用木轨枕，轨枕规格为：150mm³200mm³1600mm，轨枕间距偏差≤50mm；轨枕埋入底板深度为枕厚的2/3；轨枕必须与轨道固定牢靠，且垂直于轨道，轨枕必须平齐。轨头搭接时，轨道接头处禁止铺设轨枕。

3、用30kg/m的钢轨，轨道扣件齐全、螺栓紧固，并与轨型相符。轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错差均不得大于2mm，不出现硬弯。直线段和加宽后的曲线段轨距偏差为－2mm～＋5mm；直线段两条钢轨顶面的高低差以及曲线段外轨按设计加高后与内轨顶面的高低偏差均不得大于5mm。

4、同一线路必须使用同一型号钢轨，不得有两种轨道，道岔的钢轨型号不得低于线路的钢轨型号，轨道必须铺设平整、牢固，道碴垫实。

第七节 设备及工具配备

所需设备、工具的名称、型号、数量等见表。 表10 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 名 称 综掘机 带式输送机 刮板运输机 局部通风机 风 筒 凿 岩 机 风 煤 钻 激光指向仪 锚杆（索）钻液压剪 锚索涨拉仪 锚杆拉拔仪 规格型号 EBZ-150A DSJ-80 40T FBD7.1/30 φ1000mm YT28 ZQS-50/1.6 YBJ-800 MQT-120 1G2-190 液压 液压 功率225 2³55 2³30 单位 台 部 部 台 m 台 台 台 台 台 台 台 数量 1 1 1 2 1000 2 3 1 2 1 1 1 备注 佳木斯产 17

13 14 15 16 17 18 扭矩扳手 顶板离层仪 风 镐 防爆电话 探水钻机 耙斗机 DLJ-2 G7 HAK-1 ZDY-1650S 把 套 台 部 台 台 1 20 2 2 1 1 第五章 生产系统 第一节 通风

一、通风方式：局扇压入式通风 二、风量计算：

1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 Q1=100qk=100³0.1³2=20m3/min

式中：Q1 —掘进工作面实际需要的风量， m3/mim；

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 —掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，0.1 m3/mim；

k —掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。为1.5～2.0，取2。 2、按最大炸药量计算掘进工作面实际风量 Q=25³A=25³19.2=480m3/min A —一次爆破最大装药量，kg； 3、按人数计算

Q3＝ 4n=15³4=60m3/min

式中：Q3—掘进工作面实际需要的风量， m3/mim； 4—每人每分钟应供给的最低风量； n — 掘进工作面同时工作的最多人数； 4、局扇吸风量计算

根据前三项计算，工作面实际用风量为Q1：480m3/min Q吸=Q1+Q1³K1 =480m3/min+0.013³555m3/min=486.24m3/mi 式中：Q吸——掘进工作面局部通风机的吸风量

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K1——风筒漏风系数，取1.3%（经验数据）

5、局扇安设地点巷道配风量：

Q巷=Q吸+ 9³S=486.24m3/mi +12.6³9=599.m3/mi 式中：Q巷，风机安设地点巷道配风量

S，局扇安设地点巷道断面12.6m2，此处为锚网喷支护 故：40201回风顺槽工作面计算供风量：486.24m3/min

局扇安设地点巷道配风量为599.m3/min 三、按风速进行验算

最低：Q掘≥0.25³60³S掘=0.25³60³13.86=207.9m3/min 最高：Q掘≤4³60³S掘=240³13.86=3326.4m3/min 因此，工作面所需的设计风量为486.24m3/min。 四、掘进工作面局部通风机选型

根据计算结果及山西省“一通三防”管理规定，局扇选用FBD7.1/2³30KW对旋式风机，Φ1000mm风筒，其供风量为370—620m3/min可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。为保证迎头正常供风的需要，采用压入式通风(双风机双电源)。

五、局部通风机选型及安装地点、供风距离。 1、局部通风机选型为FBD7.1/2³30KW。

2、局部通风机安装地点：在40201回风顺槽口向东大于10米处。 3、局部通风机供风最大距离为1000米。 六、通风管理

⑴、局部扇风机应指定专人管理，保证正常运转。

⑵、风筒口到工作面的距离为小于5m，应保证工作面有足够的风量。 ⑶、局部扇风机必须装设风电闭锁及瓦斯电闭锁装置。

⑷、使用局部扇风机通风，无论工作或交都不得停风，达到风机自动切换。如因特殊情况停风时必须撤人、停电。恢复通风前，必须检查瓦斯。

⑸、风筒吊挂要平直，逢环必挂，风筒连接处要反压边，无漏风现象。 ⑹、局部通风机和启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m。

⑺、掘进工作面的局部通风机必须实行“三专、两闭锁”装置（“三专”：专用变压器、专用开关、专用电缆；“两闭锁”：风电闭锁、瓦斯电闭锁）

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第二节 压风

管路敷设路线为：地面压风机房→主斜井井筒→主副井联络巷→胶带石门→胶带大巷→40201回风顺槽工作面

第三节 瓦斯防治

1、工作面配有专职瓦斯检查员。每班至少3次检查瓦斯，严格执行“一炮三检”制度。

2、各科室管理人员、区队长、技术员、班组长、爆破工和流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪。

3、设有监测监控系统，工作面5米内布置有CH4、CO探头，回风口10-15米以内布置有CH4探头。

4、执行国强煤业瓦斯防治和管理制度。

第四节 综合防尘

1、供水系统

地面静压水 → 副井 → 副井井底车场→ 轨道石门巷 → 胶带大巷→40103工作面运输顺槽迎头。

2、防尘

严格执行掘进工作面综合防尘标准，具体规定如下：防尘供水水源来自地面压力水，工作面供水管直径为DNmm，保证水质清洁。

3、防尘管路铺设

防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。

4、净化水幕

（1）距迎头50m范围内安装一道净化水幕，距口30m以里安设一道净化水幕。 （2）净化水幕的连接：所有净化水幕的连接是阀门—管路—净化水幕。阀门及所有连接处不得漏水。

（3）净化水幕水管：○1水管的长度不得小于巷道宽度200mm；○2水管要安装在距顶板不超过300mm的位置；○3水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距500—600mm。

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（4）喷嘴的方向：○1距工作面50m范围内的净化水幕水管喷嘴方向与风流方向相反；○2喷嘴方向要稍向下，与巷道顶板基本平行，封闭全断面。

5、转载点喷雾

（1）所有运输巷的转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，必须连接阀门、管路、喷雾设施、管路接头，三通不得漏水，阀门必须安装在人行道侧。

（2）喷嘴高度安在距转载点400-500mm、宽度200mm的位置。而且喷嘴必须正对转载出煤点。

（3）所有喷雾必须呈雾状。

（4）巷道冲洗：工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过1mm，巷道底板煤尘厚度不超过2mm，堆积连续不得超过5m。

6、隔爆水棚

在距迎头60m—200m范围内设置1组隔爆水棚，棚区巷道断面在满足通风需要的前提下，水袋底部距轨道面不小于2.8m，长度不小于20m。巷道断面每平方米不少于200L水，排间距为1.2～3m。

附图：防尘系统示意图。

第五节 防灭火

消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点。

1、消防供水管路系统使用清水管路；巷道中应每隔50m设置洒水支管和阀门。 2、施工过程中要经常清理巷道杂物，定期冲刷巷道，并有瓦斯检查员进行经常性检查，在巷道转载点和配电点设置防火沙和消防器材。配电点、风机开关处备有2个灭火器和1个沙箱（沙箱内沙子不低于0.2m³），及相应的工具。

3、井下使用的各种油脂，必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。

4、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

5、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下

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火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。

6、矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。电气设备着火时，应首先切断电源；在切断电源前，只准使用不到点的灭火器材进行灭火。 7、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

第六节 安全监测系统

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：

1、各科室管理人员、区队长、技术员、班组长、爆破工和流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯监测。

2、当班的班组长应把常开的报警仪悬挂在掘进工作面距迎头5m范围内非风筒一侧，距顶帮200mm左右，当瓦斯浓度0.8%时，应立即处理并停止其他工作；电钳工在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时不得开盖检修，应进行处理。

二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：

1、掘进工作面甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为0.8%CH4，断电浓度为1.2%CH4，复电浓度为不大于0.8%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

2、甲烷传感器应布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。

附图：安全监测仪器仪表布置示意图。

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KJ95N监控主机CH4 n通讯接口 KT nYW nFTnKDnYW 1C□ n甲烷传感器开停传感器烟雾传感器主传输电缆风筒传感器馈电传感器KJF83分站CH4 2 KT 2一氧化碳传感器FT1KD1C□ 140201回风顺槽掘进工作面分站

第七节 供电系统

一、供电方式：

1、局部通风机采用660V双电源供电，电源来至采区变电所专用风机315KVA变压器。

2、掘进机、探水钻采用1140V单电源供电，电源来至轨道巷尾630KVA移变，巷口安装1台400A馈电开关控制。

3、皮带机及绞车等运输设备采用660V单电源供电，电源来至轨道巷尾630KVA移变，巷口安装1台400A馈电开关控制。

4、工作面排水泵采用660V电源供电。

5、照明及信号装置采用127V单电源供电，电源由巷口660V的400A馈电开关控制。

二、电气设备（附图：供电系统示意图）

第八节 排水系统

一、工作面的水使用排水泵经Фmm排水管排至990车场水沟，再自流进入主副水仓，使用排水泵排至污水处理厂。

二、排水路线为：

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工作面 → 990车场 → 4煤回风上山尾巷 → 胶带大巷 → 轨道石门 → 主副水仓 → 副斜井 → 地面污水处理厂

第九节 运输系统

1、辅助运料系统：

地面 → 副斜井 → 井底车场 → 轨道石门 → 轨道大巷 → 4煤回风上山 → 掘进工作面

2、主运输系统

a、放炮掘进后采用耙斗机装煤→40201回风顺槽刮板输送机→ 联络巷胶带机 →40201运输顺槽胶带机→胶带巷胶带机→胶带石门胶带机→煤仓→主斜井井筒→地面。

b、掘进机装煤矸经转载机 →40201回风顺槽胶带机→联络巷胶带机 →40201运输顺槽胶带机→胶带大巷胶带机→胶带石门巷胶带机→煤仓 →主斜井井筒→地面。

第十节 照明、通讯和信号

一、照明设施、位置：胶带转载点设置照明。 二、通讯设施、电话位置。

皮带机头及工作面迎头分别安装1台防爆电话，便于联系 三、信号装置的种类。

工作面内安设皮带机、绞车行车声光信号，设打点器。

第十一节 压风自救

煤巷掘进工作面自掘进面回风口开始，每50m设置一组压风供水施救装置，每组自救数量为6个，靠近迎头一组不少于12个，并保持距迎头25～40m的距离；岩巷掘进工作面距迎头100～130m安装一组（15个）压风供水施救装置，向外每隔100m安装一组（5个）压风供水施救装置；放炮撤人地点要安装一组压风供水施救装置（5个袋）。

压风供水施救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度要保持在0.8m以上，管路安装高度按距底板1.2～1.3m，自救袋的安

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装高度按自救袋的袋底距底板0.5m，便于现场人员自救应用。

1、压风供水施救系统的防护袋、送气管的材料应符合MT 113的规定。 2、压风供水施救装置配有面罩时，面罩用材料应符合GB 2626的规定。 3、压风供水施救装置应具有减压、节流、消噪声、过滤和开关等功能。 4、压风供水施救装置的外表面应光滑、无毛刺，表面涂、镀层应均匀、牢固。

5、压风供水施救系统零、部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过5mm的现象。

6、压风供水施救装置的操作应简单、快捷、可靠。

7、避灾人员在使用压风供水施救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。 8、压风供水施救系统适用的压风管道供气压力为0.3～0.7 MPa，在0.3 MPa压力时，每台压风供水施救装置的排气量应在100～150 L／min范围内。 9、压风供水施救装置工作时的噪声应小于85 dB(A)。

10、 压风供水施救系统的管路规格为：压风供水施救主管路（矿井一翼主压风管路）为φ108mm；压风供水施救分管路（采区主压风管路）及岩巷掘进工作面为φmm；煤巷掘进工作面、回采工作面为φ50mm。

11、压风供水施救装置由通风科管理，全风压巷道内的压风供水施救装置由由通风队负责安装维护，施工单位区域内的压风供水施救装置由施工单位负责安装维护。

第十二节 安全避险六大系统

矿山安全避险六大系统包括：监测监控系统、井下作业人员管理定位系统、井下紧急避险系统、矿井压风自救系统、矿井供水施救系统和矿井通信联络系统。

一、监测监控系统

矿井设有监测监控系统，工作面5m内布置有CO、CH4传感器，在距回风口10～15m以内布置有KGA5型CO、KGJ16B型CH4传感器，布置在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。KG5009型风筒传感器布置在距迎头15-20m的位置，风机转换开关要安装设备开、停传感器。各类传感器牌板安装在距迎头不大于20m范围内。监测监控系统由调度室负责安装并监控。

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二、井下作业人员管理定位系统

井下作业人员管理定位系统（KJ69J型）由调度室负责安装并管理。 三、井下紧急避险系统

我矿井下紧急避险系统设施由移动救生舱和永久避难硐室组成，当井下发生紧急情况时，工作人员可就近使用，从而起到紧急避险效果。井下紧急避险系统由通风队负责管理。

四、矿井压风自救系统与矿井供水施救系统

工作面开口设置一组ZYJ(A)型压风供水施救装置，靠近迎头一组自救护罩数量不少于12个，并保持距迎头25～40m的距离，压风供水施救装置由通风科管理，全风压巷道内的压风供水施救装置由由通风队负责安装维护。

五、矿井通讯联络系统

工作面迎头及开口处分别安装一部HAK-1防爆电话，要求电话直通调度室，便于通讯联络。

第六章 劳动组织及主要经济技术指标

第一节 劳动组织

一、劳动组织

各工种各班人员配备见人员配备表。

二、作业方式：采用“三八”工作制，三班掘进，支护时检修，每班定岗定任务各工种间可临时搭配，实行专职多能，综合工种专业掘进队施工管理。附人员配备表 （1）放炮掘进时 劳动组织（掘进时）表11 序号 1 2 3 4 工种 打 眼 工 爆 破 工 电 钳 工 刮板机、胶带机司机 班出勤人数 一班 2 1 1 2 二班 2 1 1 2 三班 2 1 1 2 合计 6 3 3 6 小 班 备注 26

5 6 7 8 耙矸机司机 装 煤 工 班 长 跟班队长 小计 1 2 1 1 11 1 2 1 1 11 1 2 1 1 11 3 6 3 3 33 1 1 1 36 大 班 9 10 11 队 长 生产副队长 技 术 员 总计 （2）综掘机掘进时 人员配备表 表12

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 三、严格执行交制度

1、各班班长必须认真组织、严格执行交制度。

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定员（个） 工种 一班 跟班副队长 机组主司机兼班长 机组副司机 锚杆（索）支护工 胶带司机 电工 维修工 小计 队 长 管理 人员 生产副队长 技术员 小计 总计 1 1 1 3 3 1 2 12 二班 1 1 1 3 3 1 2 12 三班 1 1 1 3 3 1 2 12 合计 3 3 3 9 9 3 6 36 1 1 1 3 39 备注 小 班 大 班 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、集体上井。

3、每个班入井前必须由队当日值班队长主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行工作安排，二是进行安全预想、讲评。班前会要准时、简明，完毕后排队更衣，顺序乘车。要准时入井，安全准时到达作业地点。

4、进入作业地点后，必须与上一班岗交岗、口对口，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，在本班内保质保量按时完成额定工作量，并在班末认真填写工作记录、与下一班认真交接签字。

6、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，以及后注意事项交接清楚。

7、人员对本班内能够处理的问题必须在前解决。

8、凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转交接。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、人员必须在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。者对自己盲目后发生的问题负全责。

10、后，班长要向矿调度室汇报当班作业地点、负责人、出勤人数、工作内容、设备运行情况、各环节存在的问题及开工情况。班末前，要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况

第二节 循环作业图表

1、综掘掘进循环图

综掘掘进循环图表 表6 时间 工序 1 2 3 小 时 4 5 6 7 8 工序时间 28

交 掘进机截割 找掉危岩活矸 退掘进机 永久支护 延伸胶带 检查验收 通风 15 40 10 20 70 15 480 2、炮掘循环作业图表 表14

炮 掘 正 规 循 环 作 业 图 表序号12345678工 序交 接 班安 全 检 查 打 眼 放 炮通 风、排 烟 支 护出 货、清 理工程质量检查工 序 时 间循 环 作 业 时 间（h）2345678 （min）11515120451512013515备 注

第三节 主要技术经济指标

主要技术经济指标见表9。 技术经济指标 表9 序号 1 项 目 巷道断面 S净 40201回风顺槽 单位 m2 数量 13.86 备注 29

2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 班进尺 日进尺 正规循环率 月进尺 螺纹钢锚杆消耗量 玻璃钢锚杆消耗量 锚索 树脂锚固剂 金属菱形网 钢筋网 塑料网 m m % m 根/m 根/m 根/m 支/m 卷/m 片/m m 2/m 4 8(岩巷4m) 岩巷2m 早班检修 按25天计算 岩巷100m 85 200 9 4 0.75 16 1 2 3.3 第七章 安全技术措施 第一节 一通三防

一、通风

一）通风及瓦斯防治

1、掘进工作面发现瓦斯异常，及时通知调度室进行处理。

2、迎头施工采用双电源双风机供风，风筒距迎头不得大于5m，迎头风筒不落地。

3、掘进工作面不准停风，因检修停电停风时，必须撤出全部人员，切断电源，并在巷道口打上栅栏。

4、在工作中发现有害气体超限，应立即切断电源，撤出人员，进行处理。并立即向调度室汇报，不排除隐患不能进行工作。

5、在工作中，如发现施工迎头20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁装药放炮；迎头及风流中瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

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6、搞好通风管理，必须使用双电源双风机，风机间能够做到自动切换。任何人不准私自停开风机或将风筒从中途断开，并且每班设一名风机监管司机，杜绝无计划停风。

7、掘进工作面严禁积煤（矸）掘进，不准停风放炮。当迎头积煤（矸）高度超过巷道高度的1/3时，必须停止装药工作。

8、掘进工作面的风量必须满足稀释有害气体和人员所需风量的要求，且煤巷掘进巷道风速不得小于0.25m/s、岩巷掘进巷道风速不得小于0.15m/s。

9、每班必须检查掘进巷道内的电气设备及回风区内电气设备防爆情况，严防失爆。

10、调度室通过监测系统设在掘进巷道的瓦斯传感器，连续监测瓦斯变化情况，并绘制瓦斯浓度变化曲线。对瓦斯涌出异常情况，应及时分析瓦斯来源，并采取处理措施。

11、对瓦斯超限、积聚地点，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并立即查明原因，采取措施，立即予以处理。并汇报矿总工程师，由通风部门迅速制定措施，进行处理。

12、瓦斯、CO及其他有害气体的检查制度严格按照《煤矿安全规程》第138、139条规定执行。

二）瓦斯监测监控系统管理

1、在工作面距迎头≤5m处安装一台甲烷传感器T1，在胶带大巷开口以里10-15m安设甲烷传感器T2，在工作面适宜地点安设瓦斯报警闭锁分站，，在工作面总开关上安设一台断电气设备。

2、瓦斯传感器通过分站实现自动检测、报警、断电。具体报警浓度，断电浓度，复电浓度范围如下：瓦斯报警浓度：T1≥0.8% 瓦斯断电浓度：T1≥1.2% 、T2≥0.8%，瓦斯复电浓度：T1＜0.8% 断电范围：巷道内全部非本质安全型电气设备。

3、瓦斯监测监控管理制度

1）工作面工作地点的瓦斯探头距工作面≤5m，班长或跟班队干负责探头、线缆及传感器管理牌的移动，线缆将要用完时，应及时通知队长，派人到机电队领取备用线，并由调度员下井悬挂。

2）瓦斯探头应垂直悬挂在风筒的对帮，探头进气孔位置距顶板≤300㎜，距巷道帮≥200㎜，并设置瓦斯传感器管理牌，使其始终与探头保持2m的平行距离，

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并固定在巷帮上。

3）需提供能够控制工作面所有非本质安全型电气设备电源的总开关及专用线，以便在瓦斯超限时能够实现本规程规定的断电功能，且总开关负荷侧线上不可连接其他地点的设备，以免造成断电范围的扩大，造成不必要的影响。

4）瓦斯监测监控装置在临时拆除或改动时，必须事先与调度室联系，在检修与监测监控装置相关联的电气设备，需要系统装置停止运行时，须征得机电队同意，并报告调度室，制定安全措施后，方可进行，事毕恢复原状，并向调度室汇报。

5）管理好所使用的监测监控系统设备，确保设备台台完好，运行正常，电缆悬挂上钩，保持平直，杜绝失爆。

6）放炮时，应采取有效措施保护好监测监控系统的设备，尤其是传感器。 7）甲烷传感器应每7天由调度室监测工负责更换一次。

8）监测监控系统装置发生故障时，瓦斯检查员、跟班队干要立即向调度值班室汇报，调度室值班员要安排人员及时处理，在井下无法处理时，应在8小时内更换，故障期间工作面不得施工，瓦斯检查员要对工作面风流和回风流每隔30分钟检查一次，安全员现场监督。

9）每班瓦斯检查员向调度汇报时，应同时汇报所辖地点相应的瓦斯传感器示值，并检查所辖区域的监测监控系统的分站、线缆、瓦斯传感器，如发现装置故障应立即向调度人员汇报。

10）每周工作面进行一次瓦斯电、风电闭锁，每天进行一次双风机双电源自动切换试验。

11）试验中如存在问题，致使断电试验不成功，试验人员必须立即会同有关部门查清原因进行处理，处理完毕后，重新进行试验。

二、综合防尘

1、迎头必须具备完整的供水管路，否则不准开工。 2、迎头掘进必须严格执行以下综合防尘的规定： （1）锚杆机采用湿式打眼，不准干打眼。

（2）耙装洒水：必须安装耙装洒水装置，在耙装过程中要边耙边洒水。迎头后≥50m的地点安净化风流的水幕，巷帮上的积尘每天至少冲刷一遍，机电设备上的积尘每天至少清扫一次。

（3）放炮前后距迎头20m以内的巷道都要洒水降尘。使用好放炮喷雾，距工

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作面20m左右安装手动喷雾器。手动喷雾时间不少于10min，并保证雾化效果好，封闭全断面。

（4）掘进过程中必须使用好水炮泥：

①放炮时使用水炮泥，现场有灌水炮泥的设施；

②周边眼：药卷外装填100mm的粘土炮泥，然后装1支水炮泥，剩余炮眼用粘土炮泥封口填满封实；

③其他炮眼：至少使用不少于一支水炮泥。

④在执行上述综合防尘措施的同时，还必须加强个体防护，掘进、喷浆时必须戴防尘口罩

3、掘进迎头的各种防尘设施，开工前必须一次性安装合格。

4、工作面的各种防尘设施要灵敏可靠。坚持正常使用。施工人员要保护好各种防尘设施，如有损坏必须及时进行维修，确保正常使用。

三、防灭火

1、井下必须使用阻燃电缆、风筒，加强机电设备管理，杜绝失爆，防止外因火灾的发生。

2、因电气设备造成的火灾，必须先切断电源再进行灭火。

3、严格按规定数量和长度，充填炮泥和水炮泥。严禁放明炮和放糊炮。 4、严禁设备出现跑、冒、滴、漏现象，及时擦净设备外部表面的油污，电工维修用过的废旧棉纱不准乱丢乱放，要及时装车上井。

5、所有施工人员必须熟悉施工地点的避灾路线，当施工地点发生火灾时，要按规定及时汇报矿调度室，并尽力组织灭火，火情威胁生命安全时，按避灾路线及时撤离。

6、搞好综合防尘，严格按综合防尘措施的规定执行，巷道内不得有煤尘及浮煤堆积。

第二节 顶板管理

1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。

2、施工中必须严格执行敲帮问顶、临时支护、顺序施工等顶板管理的各项规定。特别是在打眼、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。找顶工作必须由两人进行，工作时施工人员必须站在安全有退路的地点，一人监护一人用长柄工具按

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“由后向前、先顶后帮、从一侧到另一侧”的工作顺序找掉顶帮及迎头活矸危岩，确认安全后再进行工作，找顶人员要戴好手套。

3、找顶工作必须遵守下列规定：

①找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。

②找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。

③找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。 ④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。

4、进入工作面沿途支护必须良好，畅通无阻，卫生清洁，时刻检查沿途支护情况，发现冒落、顶板下沉、底鼓等安全隐患时，必须停止作业，撤除全部人员，由外向里按“顶～肩～帮～底”的顺序进行处理，否则不得进入迎头工作。

5、掘进过程中遇到构造或顶板破碎时必须采用打超前锚杆进行临时支护，严禁空顶作业。

6、靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。所有巷道掘进施工时，上部（巷道全高的上部三分之一部分）必须比下部深0.3m，杜绝出现伞檐现象。

7、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况，首先敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。

8、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。

9、每班安装的锚杆要在交时，由验收员用拉力计进行拉力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力达不到60KN/根的锚杆应当班补打，重新安装。

10、安装的托盘要与围岩接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢。

11、安装锚杆只能使用锚杆钻机进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。

12、锚固剂锚固前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，

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锚杆安注后15min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。

13、巷道顶帮破碎严重、有冒落险情时，要采取缩短循环进尺的方式，严禁中、深孔爆破。必要时，应采取风镐刷扩的方式，锚网喷紧跟迎头。也可采取架设金属棚的方式通过。

14、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。

15、如果冒顶，必须使其形成平衡拱，或者离层之上顶板通过敲帮问顶以后确认是稳定的，方可进行支护。

16、冒顶的处理措施

1）由冒落区5m外往里架设工字钢棚，撑杆上齐，顶帮背紧背实。

2）人员站在完好支架下，执行敲帮问顶制度，用长柄工具将冒落区活矸找掉。利用临时支护抓紧时间架好支架，排好护顶木垛，一直到将冒落最高点将顶托住，背实背紧帮顶，在此期间，要设专人监护帮顶，发现问题，及时处理。

3）高顶区域，处理前由瓦斯员检查高顶区域瓦斯浓度，加强通风，防止瓦斯积聚。

4） 处理冒顶时，必须有跟班领导现场指挥把关。

5） 处理冒顶时必须站在安全地点，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险后方可作业。

17、当遇顶板有变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大等，必须停止作业汇报调度室，经地质人员检查无问题后，方可施工。

18、在顶板破碎、压力大或地质变化带、断层等特殊地点施工时，缩小锚杆间排距和循环进尺、打设超前锚杆等方式控制巷道成型，并按照间排距1000³1000mm 加打ф15.24³6300mm的锚索加强支护，确保锚索深入到硬岩不小于1m,否则加长锚索长度，锚索距工作面的最大距离不得超过一排锚索的距离。锚索钻孔有淋水时，必须采用支撑式支架进行加强支护。

19、围岩破碎带、压力集中区、顶板有较大淋水区以及煤层特松软区、泥岩、断层等地质条件复杂地带，必须在原有支护的基础上增加补强支护（锚网索或架棚支护）。

20、特殊地点采用特殊支护或加强支护措施时，其支护范围必须延伸到巷道正

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常段5m以上，顶板有淋水时必须延伸到正常段10m以上。

21、正常作业时，如遇顶底板及两帮移近量显著增加、底板出现较大底鼓、顶板出现淋水或淋水加大、围岩层（节）理发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成型、钻眼速度异常等情况，停止作业、分析原因，采取有效措施后方可继续作业。

22、当班的安全隐患，当班要处理完毕，如特殊情况处理不完，跟班班长要及时汇报值班人员，安排下班处理，下班跟班队长要组织全班人员现场把隐患交接清楚，后要首先组织处理隐患，确认安全后再进行工作。

23、井下所有支护材料必须是经过检验合格的材料，经检验不合格的支护材料或无合格证的不得下井。

24、遇顶板破碎、压力大、特殊地质构造时，另编制专项安全技术措施。 25、迎头20米内必须常备手镐，长3.0m钎杆和撬棍作为专用找顶工具。

第三节 爆破管理

1、火工品管理：

（1）必须使用煤矿许用炸药和电雷管，严格遵守爆炸材料领退制度，不得使用过期或严重变质的爆破材料，不能使用的必须交回炸药库。

（2）井上下接触爆炸材料的人员，必须穿棉衣或抗静电衣服。 （3）领退爆炸材料必须是在爆破材料库进行。

（4）由爆破材料库向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定： 1）电雷管必须由爆破工亲自运送、炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。

2）爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内。严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁路途逗留。

3）在交、人员上下井的时间内严禁携带爆炸材料人员沿井筒上下。 （5）爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

（6）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出

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单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。

（7）装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:

1）必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷的数量，以当时当地需要的数量为限。

2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。 3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。

4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。 5）工作面采用正向装药方式装药，正向爆破。 2、使用爆破器材的安全技术措施。

（1）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当回路。

（2）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。 （3）井下爆破必须使用矿用发爆器。

（4）每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。

（5）发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。

（6）爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。

（7）发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

3、打眼安全技术措施

（1）打眼工打眼前必须先学习爆破图表，熟悉每个炮眼的角度、深度。 （2）开工前首先对钻具进行详细检查，风钻的各部位要完整无损，固定螺丝不能松动。钻杆两端合格，钻杆要直，打眼时不来回摆。

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（3）运送风钻要手提肩扛，不准随地拖扔。

（4）打眼前首先检查工作地点的顶板、岩帮、支护情况。把松动的岩石用手镐、撬棍处理掉，处理安全后方可开始打眼。

（5）打眼工按眼掌钎杆时，严禁带手套，打眼前把袖口毛巾扎紧，衣扣必须扣好，以免打眼时绞住，发生意外。

（6）打眼工要根据爆破图表规定的炮眼数量、眼距、深度、角度进行打眼，不得任意乱打，以保证良好的爆破效果和保持煤壁平正。

（7）打眼时必须是两人配合，一人掌握好风钻另一人在前领钎掌握好炮眼角度。先点动几下，如炮眼角度、炮眼之间距离符合要求，方可往深钻进。否则需重新来过。

（8）按眼前为了保证炮眼位置准确无误，先用手镐头刨窝儿，或钎杆垂直岩壁点开2—3次，待钎杆钻稳后，方可正式开钻打眼，防止跑钎杆。

（9）遇有瞎炮时，必须在距原眼30厘米处，打角度、方向、深度一致的炮眼，重新装药，放炮处理。不准用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管；不准将炮残底（无论有无残余炸药）继续加深；不准在旧炮眼上重新打眼；不准用压风吹这些炮眼。

（10）每打完一个眼后，必须空钻在炮眼内来回2—3次，以清除眼孔内的岩粉。

（11）打眼任务完成后，应将所有打眼工具撤出安全出口，风钻、钎杆上架，风管盘放整齐，防止损坏。

4、爆破的安全技术措施。

（1）钻眼采用湿式打眼，正向爆破，使用水炮泥。

（2）爆破必须执行“一炮三检”制度，爆破地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁装药爆破。

（3）爆破前，用废旧皮带将电缆、风水管等保护好，以免造成设备损坏。 （4）爆破前，班组长必须亲自布置专人，在可能进入爆破影响安全地点处通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点进行警戒。警戒线处应设置警戒牌、

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栏杆或拉绳。

（5）爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。

（6）爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。

（7）警戒距离：直线巷道爆破不小于100m；拐弯巷道爆破不小于75m。 附图：爆破警戒图

（8）装药的炮眼应当班爆破完毕。

（9）爆破后，待工作面的炮烟全部吹散后，爆破工、瓦斯检查员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。

（10）通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用毫秒延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

5、特殊情况下爆破安全技术措施。

（1）无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破，严禁裸露爆破。 （2）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光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。 ⑥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，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。

6、处理拒爆、残爆、瞎炮的安全技术措施。

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处理拒爆、残爆时，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。

处理拒爆时，必须遵守下列规定：

（1）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。 （3）严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须仔细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

（5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

第四节 掘进机施工技术要求

1、掘进机司机必须经过专业技术培训，并经考试合格后方可上岗作业。 2、司机必须坚持使用掘进机上所有的安全闭锁装置和保护装置，不得擅自改动或甩掉不用，不能随意调整液压系统及喷雾系统各部位的压力。

3、风量不足，防尘设施不齐全、无照明等不准作业。

4、综掘机维护人员必须按时按量加注液压油和润滑油，各部位油量少于最低油位时严禁开机。

5、掘进机司机应严格执行交制度，将本班内设备运转情况向人员交接清楚，上井后认真填写日志。

6、开工前，必须检查掘进机的各传动系统，启动按钮和停止按钮是否灵活可靠。

7、开工前，必须检查掘进机液压系统的管路是否有崩裂、跑油现象，控制阀和液压千斤顶是否有跑、漏油现象。

8、开工前，必须检查掘进机装载部和转动部分的刮板链是否有断裂、丢保险销和丢爪现象，发现问题应及时处理。

9、开工前，必须检查掘进机转载部皮带和接口处有无破裂和坏卡子现象，发现问题应及时处理。

10、开工前，必须检查掘进机行走履带的松紧情况，履带板有无断裂、断

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轴、缺保险销现象，发现问题应及时处理。

11、开工前，必须检查掘进机截割头的截齿是否完整，发现丢失和缺合金头的情况，应补齐换好，严禁缺刀齿作业。

12、开工前，必须检查掘进机各部件是否完好，内外喷雾是否齐全有效，无水不得开机。

13、司机开机前，必须提前1min发出报警信号，确认综掘机铲板前方及两帮无人时方可合上隔离开关，按机械技术操作规定顺序启动掘进机。

14、掘进机割煤期间必须有一名助手在机旁或机上平台，观察进刀，并协助司机开水喷雾。

15、掘进机切割施工时，铲板及综掘机机身两侧严禁站人。

16、掘进机割煤期间截割头伸缩只做割四角使用，不得长时间将截割头伸出割煤。

17、截煤时，根据煤岩的软硬程度，掌握好割煤速度，避免出现装载星轮过载而卡住。如果煤量过大，而造成过载时，必须立即停车，将掘进机退回进行处理。严禁点动开机处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。

18、截割头在最低工作位置截割时，严禁将铲板抬起，截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁截割头与铲板相碰。

19、被截落的大块煤应及时用截割头破碎，并注意截割头与铲板距离，防止卡住星轮。

20、如遇硬岩时，不能强行切割岩石，必须采取措施施工。

21、更换截齿时，必须切断掘进机电气控制回路开关，打开隔离开关，切断掘进机供电电源，并在开关箱上挂停电牌后再进行更换。

22、司机离开操作台时，必须切断电气控制回路隔离开关，打开隔离开关，必须保证掘进机操作侧，急停按钮灵敏可靠。

23、掘进机电缆、要加强保护，避免水淋、碰撞等损坏，司机及维护工必须每班检查，发现问题及时处理。

第五节 探水与防治水

1、施工中严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘”的探放水原则，具体按探放水设计执行，在长探的同时再进行短探。

2、本巷道探放水设计要执行探100米，掘70米的原则，迎头至少要保持

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30米的安全距离循环作业，在前方没有探明之前不得超前掘进。工作面每个钻窝处布置6个钻孔，1、2、3号钻孔呈扇形布置，孔间距1m；2、4号在巷道中心布置（其中4号孔专门探顶板K3砂岩水）；5、6号在巷道底部布置（探底板水）。掘进时如果遇到前方煤层厚度或地质构造有变化则及时调整钻孔参数。

3、探放水期间必须将工作面电话移至迎头。

4、安装钻机探水前，必须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栏板。安装钻机时，必须先找平底板，再垫好道木放平钻机，将钻机打上压柱，用自备钢丝绳将钻机与帮上锚杆连接并有专人检查，确保钻机水平周正稳固可靠。

5、探水前测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确保探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。

6、钻机施工人员必须严格按照钻机操作规程作业，钻进及上下钻杆时，施工人员应在钻杆两侧作业，严禁正对孔内钻杆作业，以防钻杆滑落伤人。

7、钻进时需均匀加压，防止出现飘钻、卡钻现象。

8、探放水施工过程中，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，严禁拔出钻杆，现场负责人员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威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。

9、每班必须有专职瓦斯监测员随时监测工作地点的气体变化情况，如果瓦斯或其他有害气体浓度超过规定，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。

10、钻孔放水前，必须根据矿井排水能力，控制放水流量，放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。

11、派专业技术人员现场跟班，记录当班的原始班报。

12、井下工作面发现有透水征兆时（如：煤壁或巷道壁挂汗、煤层变冷、淋水加大、出现压力水流、有水叫声、工作面有害气体增加、煤壁或巷道壁挂红、煤发潮、发暗），必须停止作业，采取措施，报告调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员，然后采取措施，进行处理。

13、除正在检修的水泵外，应当有工作水泵和备用水泵。工作水泵的能力，

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应能在20h内排出井筒24h的正常涌水量（包括充填水及其他涌水）。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25%。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出井筒24h的最大涌水量。

14、配电设备应同工作、备用以及检修水泵相适应，并能够同时开动工作和备用水泵。

15、水泵、水管、闸阀、排水用的配电设备和输电线路，必须经常检查和维护。在每年雨季以前，必须全面检修1次，并对全部工作水泵和备用水泵进行1次联合排水试验，发现问题，及时处理。

16、探放水工作详见《40201工作面回风顺槽探放水设计》。

17、其他有关事项均按《煤矿安全规程》第六章、第五节的规定执行。

第六节 机电管理

一、一般规定：

1、 所有井下机电设备必须严格执行“强制检修，定期维护保养”的制度。 2、 井下电气设备的检查、维护、修理和调整工作，必须由经过培训并取得合格证的专职电工担任。不准带电检修、搬迁电气设备。

3、电气设备维修工必须熟悉本迎头的供电系统，清楚本职范围内的电压等级及线路的带电情况，严格执行《煤矿安全规程》中有关电气部分的各条规定。

4、井下供电要做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”定期维护保养设备，完好率达到上级规定要求。

5、电气设备的各种保护装置要齐全、完好、灵敏、可靠，整定值符合要求。 6、检修电气设备必须严格执行停送电制度，严禁约时停送电。 7、在停电没有闭锁的情况下，禁止任何人将手、脚、身伸入护罩内。 8、井下必须使用阻燃电缆，机电设备防爆性能必须完好，消灭失爆。 二、停送电的规定：

1、停送电必须做到一人监护一人操作，严格按照设备的停送电程序进行操作。 2、停电后，应用与电源电压等级相适应的验电器验电，确认无电后再进行放电，然后进行工作。高压停电，工作前要装设三相短路接地线。

3、停电后必须挂牌、加锁或派专人看管开关，非执行该项工作人员不得摘牌送电。检修完后，认真清点参加检修人员，查看现场，解除安全措施，确认安全后，方可送电。严禁约时、约信号送电。

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三、动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理等的安全技术措施。 1、电缆必须用电缆钩吊挂。

2、巷道中悬挂的电缆应有适当的驰度，并在意外受力时自由坠落，其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。

3、电缆钩的悬挂间距不得超过3m。

4、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物体。

第七节 运 输

一、运输安全技术措施。

1、各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职人员担任。 2、运送长大物件时，要用专用材料运输车辆，捆扎牢靠，并要事先通知绞车司机及作业人员，慢速上下。

3、斜巷运输严格执行“一坡三挡”：在变坡点安装手动阻车器和挡车棍，变坡点下方略大于1列车长度的地点安装连环挡车栏，防跑车装置的设置和制作必须符合《煤矿安全规程》第八章、第一节中斜巷提升运输管理规定。

4、运输时，必须做到“行车不行人，行人不行车”。 5、运输时要采用防跳销和保险绳。 6、运输时严禁人员蹬钩。

7、各种阻车器及挡车装置每次交时必须检查，确保各个阻车器、挡车器灵活可靠。

8、绞车司机注意事项

1）严格执行安全技术操作规程和各种规章制度，确保安全运转。 2）认真执行交制度。

3）严守岗位，精力集中，听清信号，正确操作。

4）协助组长和安全员对运输线路进行检查，保证畅通无阻，确认安全后方可工作。

5）检查运输设施的电铃、信号是否灵活、清晰、完好，阻车器、防跑车装置是否完好、可靠，要随时注意设备运转情况，湿度、声音、仪表指数等是否正常，如发现异常情况自己不能处理的，要立即向领导报告，以便及时处理。

9、信号把钩工注意事项

1）人员要向人员讲清上班中运输设施使用情况，所发生的故障及处

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理结果，人员不清楚的要详细询问。

2）各个矿车的连接装置是否可靠、合格，矿车是否完好，绞车钢丝绳有无磨损锈蚀情况，绳头是否牢固，要符合插接要求。

3）运输时，在听到绞车司机发出信号后，把钩工及时打开挡车器，躲入安全地点，由信号工再次发出信号，开始放车，过车后（包括提升）及时闭合挡车器。

4）车辆运行至预定位置，信号工发出停车信号，及时闭合挡车器。信号规定： a、一声，停 b，二声，提车 c、三声，放车 d、四声，慢提 e，五声，慢放

10、下山运输注意事项

1）阻车器，挡车拦处于常闭状态，矿车通过时打开，通过后关闭。 2）各种挡车装置要符合规定，并保证安全、可靠，使用正常。行车期间，严格执行“行车不行人，行人不行车”的制度，把钩工有权阻止任何人员通过。

3）巷道必须安设灵活的、有效的地滚。在变坡点地滚应加密。间距不大于25米（以钢丝绳不落地为准）。

4）巷道内设置声光信号装置。

5）安全设施必须每班设专人进行检查，确保灵活、可靠、有效，提升装置必须每班检查并做好记录。

11、运输路线要求及规定：

（1）轨道必须按标准铺设，同一线路必须使用统一轨型，不得有杂拌道。 （2)轨枕间距要符合设计及规程要求，采用木轨枕，要保证铺设平整，误差不得超过50㎜，要保证道碴坚实，无悬空现象。

（3）道夹板、螺栓、弹簧垫必须与轨道配套，并保证构件齐全，坚固有效。 （4）扳道器的各种拉杆零件必须保证齐全，连接牢固，灵敏可靠，尖轨要密贴，间缝要符合要求。

二、车辆掉道复轨

1、车辆掉道复轨安全措施：

（1）、车辆掉道后要及时停车，当班班长、安检员亲临现场，弄清原因，根

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据巷道高低、宽度等确定上道方法（撬棍撬、千斤顶顶、手拉葫芦吊）。要使用与设备车辆吨位相匹配的手拉葫芦进行起吊，用棚梁吊挂起吊用具要对棚子进行加固，用起吊锚杆吊挂起吊用具时，要用锚杆组（不小于2根）。

（2）、处理掉道前，必须先检查掉道车辆是否处于稳定状态，不稳定时必须先支垫或用绞车拉至稳定状态后方可再处理车辆掉道。

（3）、处理掉道必须设专人指挥，专人负责安全，空车直接操作上道，人员不得少于4人。

（4）、处理车辆掉道前必须先检查车辆的捆绑和联接情况，并确认车辆前后安全设施是否齐全、完好、可靠，且处于工作状态。

（5）、凡遇可能出现处理过程中插销松脱等现象的车辆，应提前用合适的锚链、绳扣等锁扣将车轴和轨道固定，防止联接装置失去作用跑车。

（6）、处理车辆掉道前，应准备好所用工具（撬棍、千斤顶、手拉葫芦等）和材料（道木、柱帽、木楔），并清理干净影响和妨碍上道的障碍物。 （7）、处理车辆掉道前，必须事先在掉道地点两端安全地点设岗警戒，禁止其它人员进入和通过事故地点。

（8）、升、降、移动掉道车前，操作人员应选好安全地点和退路，其它人员必须躲离本车高度尺寸的1.5倍的距离以外。

（9）、属于摆动量大、重心高的物料、散件等车掉道时，须先卸车将材料设备放在不影响处理掉道车的地方，待车辆上道后再装车并捆绑好。

（10）、上道时，应先用千斤顶（撬棍、手拉葫芦等）、慢慢升起掉道车，用道木、柱帽等垫稳、垫实后，再第二次升起、移动，依次类推；下落时，先用千斤顶升起后取出支垫物，再缓慢下落，依次类推，反复几次至车复位，严禁超载升、降移动。

（11）、严禁人力与机械处理同时进行处理车辆掉道，严禁采用硬拉、硬放方式上道；严禁用手推、背顶、肩扛等身体直接接触的方法处理掉道车辆（空矿车、卡车、平板车除外）。

（12）、上道时，严禁将手、脚及身体各部位伸入掉道车或物、料、件下部。在可能滑动、移动的方向提前打掩定位，以防意外事故发生。

2、斜巷车辆掉道复轨规定：

a、斜巷车辆掉道时，斜巷车场信号把钩工应立即关闭斜巷车场的阻车器和

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挡车栏。

b、斜巷车辆掉道时，必须先由把钩工进行检查，并首先在掉道车辆下方设置牢固的临时挡车器后，方可让把钩工参加复轨工作。

c、斜巷车辆掉道复轨前，必须对所有车辆实施可靠的稳车固定，然后才能将掉道车辆和没有掉道车辆摘开进行上道。

d、斜巷复轨时，不得摘掉钩头、连接器、保险绳，提升钢丝绳严禁有余绳。 e、斜巷复轨过程中工作人员需要穿越轨道时，必须从矿车的上方通过，严禁从矿车的下方通过。

f、复轨完成后，解除矿车的掩锁必须严格由上而下顺序进行。

第八节 大、重型材料运输管理措施

1、运输大、重型货载必须有专人现场指挥。 2、矿车的载重按车的载重量装载，不得超载。

3、必须有专人检查装车情况。不符合装车要求，不得进入车场。 4、大、重型货载车辆停放在车场时，每辆车都必须用十字掩木打掩，不得用石子等代替。

5、绞车牵引力、钢丝绳强度必须满足煤矿安全规程要求，同时绞车必须有可靠的制动闸。

6、每钩只准挂一个车。

7、大、重型货载必须保证捆绑牢靠。支垫平稳、中心适中，否则不得提放运输。

8、重型设备运输必须装在平板车上，且宽度不得超过1.6米，高度不得超过1.8米（轨面起）必须用双股小股钢丝绳捆绑牢固，否则不得挂钩上下。

9、长形材料(如轨道、钢管)等运输，必须装在材料车内，并必须捆绑牢固，否则不得运输。

第九节 重物设备起吊管理措施

1、施工前负责人应向施工人员讲清工作内容，采取的步骤，统一号令，说明安全注意事 项，熟悉各主要部件的起吊运输要求，并明确分工和责任。施工人员要了解作业环境，吊运路线等相关外围环境情况。

2、所选用的拉葫的起吊能力必须大于所起吊重物的重量，并严格按规定使

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用，严禁破 坏性使用，严禁超载起吊。

3、所选用的拉葫必须完好，每次起吊前都必须仔细检查拉葫的完好状况，发现问题及时 处理或更换。

4、每次起吊前必须检查链条或 连接环的完好状况，发现问题及时处理或更换。

5、若使用2台葫芦同时起吊同一重物，被起吊重物的重量应小于最小一台手动葫芦的起 吊能力。

6、每次起吊设备重物前，应合理确定设备重物的起吊点，起吊时，手拉葫芦要牢固的挂在起吊梁 上或起吊锚杆上，起吊点必须牢靠有力。掌握好重物的重心，做到“平、稳、牢”。

7、起吊前，必须进行“手指口述”安全确认。

8、起吊时，应双手均匀用力，不得过猛过快，先进行试吊200～300mm左右，确认安全 后，方可正式起吊。

9、起吊时，安排专人在安全的地方观察起吊情况，密切注意起吊物体和起吊用具以及 起吊点附近的安全情况，以防重物翻倒或下落伤人或其它安全事故的发生。

10、起吊设备重物的过程中，起吊人员必须远离设备重物，严禁站在起吊点的下方作业，严禁身 体的任何部分伸入到被起吊重物的下方，在有坡度的地点起吊时，人员应站在起吊点的斜上方起吊。

11、在任何情况下，不得站在被吊物体上起吊，严禁使用人体重量来平衡被吊重物，严 禁用手直接校正已张紧的吊具。无关人员不得在现场逗留或来回走动。

12、多点起吊时,安排专人负责统一指挥、协调各拉葫的起吊顺序，以防重物翻倒或倾斜砸伤人。

13、设备重物必须使用起吊梁起吊或起吊锚杆，严禁使用支护锚杆起吊设备重物。

14、严禁使用绞车起吊设备重物。

15、施工过程中，注意保护精密度较高的配合面以及密封件。

第十节 开口及贯通措施

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1、开口及贯通时必须采用放小炮的方法掘进（即多打眼少装药）。把胶带大巷开口位置点及前后10m范围的管线从巷道右帮移到巷道中的安全地点。并用旧胶带机包裹住，防止放炮时崩坏。

2、距离贯通20m前，地测科下达贯通警戒通知单，通风部门做好调整通风系统的准备工作。

3、贯通时，必须有专人在现场统一指挥，每次爆破前，必须有专人警戒。 4、开口处及贯通处有积水时，必须采取措施，排干疏净。

5、如果贯通后，会对通风系统造成影响，必须在通风队做好调节风流的准备后，方可贯通。

6、贯通后及时将透口处的脏物清理干净，维护好顶板，将各种管线设备恢复成原样。

7、贯通后必须停止一切工作，立即进行通风系统的调整，风流稳定后，方可进行其他工作。

8、地测部门在贯通前进行复测，验算后进行对照，确保准确按照中线、腰线贯通。

9、贯通的巷道提前维护好顶板，在开口点、预计贯通点巷道前后10m补打锚索加强支护，防止放炮损坏原有巷道。

第十一节 刮板运输机安装及使用安全技术措施

1、刮板运输机安装

1）、刮板输送机未进入工作面之前，要先检查铺设地点的煤壁和支护情况要清理好底板，确实可靠后再进设备。

2）、安装时要有专人指挥调用，防止在安装中出现挤、砸、压的事故。 3）、刮板输送机铺设要平。如底板有凸起时要整平，相邻溜槽的端头应靠紧，搭接平整无台阶。

4）、安装及投入运转时要保证输送机的平、直、稳、牢，并注意刮板链的松紧程度。要根据链条的松紧情况及时张紧，防止卡链、跳牙、断链及底链掉道等事故。

5)、刮板输送机的机头要使用锚杆、40T型刮板链条吊挂起来使其高度高于矿车上沿，悬吊锚杆不得低于4根。必须在槽下用液压支架或木垛支撑。不得使用煤或矸石代替。悬吊溜槽时，应随时注意顶板情况，避免冒顶。

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6)、工作面安装使用的绳扣、链环、吊钩都必须详细检查，确认可靠后方可使用。

2、使用刮板输送机安全措施

1）开机前,司机应首先检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、油量适当、冷却系统良好、信号齐全清楚、闭锁灵敏。

2）起动后,要注意观察其运行状态,观察其运行是否平稳,声音是否正常,运输机的链子、刮板连接环、等要求完好不缺,牢固可靠。

3）运行时,司机不得离开岗位,若要离开必须停机闭锁。司机必须站立操作，不得坐岗、脱岗、睡岗。

4）电机和减速箱的通风和冷却系绕要保持良好,电机减速箱工作温度不得超过75℃。

5）运行中的设备严禁人员跨越。人员在跨越时必须停机闭锁并派专人看管，司机要注意观察顶板和溜子，如有危险或设备有故障，要立即停机闭锁，及时处理。运行中的溜子如果有拉出的大块煤、矸或其他物料时，要立即停机处理。严禁用溜子运送物料，严禁人员乘坐溜子。

6）运输机不得重载停机,有大块煤、矸影响运输时,应及时停机进行处理。 7）处理运输机事故或更换设备时,要执行停电挂牌制度。必须切断电源、闭锁控制开关并挂上停电牌。维修检查运输机底链时,一定要用木墩垫牢溜槽后方可让人员拾链。

8）刮板输送机司机必须严格按操作规程的要求操作刮板输送机；刮板输送机铺设必须平直，机头、机尾处必须打牢压柱。无压柱的溜子不准开动。溜子的机械外露转动部分必须加防护罩。

9）刮板输送机的电动机及其开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.2%时，必须停止运转，切断电源、撤出人员，进行处理。

10）开动刮板输送机前必须发出开车信号，确认人员已经离开机器转动部位，发出开机信号，点动二次后，才准正式开动。

11）检修、处理刮板输送机故障时，必须切断电源、闭锁控制开关。 12）进行掐、接链或点动时，人员必须躲开链条受力方向，正常运行时，司机不准面向刮板输送机运行方向，以免断链伤人。

13）大块煤或矸石，必须破碎后，方可出煤（矸石）。

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刮板输送机司机必须严格按操作规程的要求操作刮板输送机；刮板输送机铺设必须平直，机头、机尾处必须打牢压柱。

第十二节 过断层、破碎带或地质构造带时的顶板管理措施

1、开工前班组长由外向里对巷道质量进行检查确保无危险后，方可开工。 2、每排打超前锚杆护顶，超前锚杆安设方法：沿巷道与危岩成20°夹角打入，锚杆间距根据危岩状态确定在300～900mm之间。

3、锚杆要全长进行锚固。如采用锚杆支护不能保证安全时，则采用全断面锚索进行支护，或采用架设钢架进行支护。锚索按正方形布置，间排距为1000³1000mm。

4、若煤质松软，顶板完整性差时，应立即补打锚杆或锚索或挂钢筋网。 5、顶板破碎或过断层、适当缩小锚杆间排距，支护紧跟迎头。

6、施工时，要严格执行锚杆锚固力检查力度，达不到要求的必须及时补打。 7、设专人负责锚杆预紧工作，确保锚杆预紧力合格，锚固力合格，不合格的必须重打。

8、要求墙必须保证直、齐，网挂到底板。 9、施工时任何人员不得空顶作业。

第十三节 带式输送机的安装措施

1、首先将胶带机按照安装的顺序逐一的装车,运送至安装地点安装。 2、准备施工中所用的手拉葫芦，起吊绳具，卸扣等工具。

3、确定胶带机的安装中心线和各固定部分的安装位置，在巷帮作出相应标志。 4、清理巷道底板以便安装胶带机的固定部件。

5、根据已确定的位置按装配图安装各部件。安装顺序为：机头卸载滚筒→改向滚筒→储带仓→活动滚筒→涨紧机构→机尾缓冲架→机尾滚筒→安装H架→安装托辊→安装胶带。

6、滚筒轴线与胶带机机架中心线垂直度公差值不大于2/1000，滚筒或托滚与机架要对中，对称度不大于3mm。

7、胶带机辊件齐全，转动灵活，无异常、卡阻现象。托辊上表面位于同一

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平面或一个公共半径的弧面上。

8、中间机架敷设平直,固定可靠。 9、机头防护栏、挡煤板必须齐全。

10、接头处胶带扣紧固，尺寸对称无偏移。砸胶带扣时，人员注意力集中，防止砸到手指。

11、运行中胶带不打滑、不跑偏，上层胶带不超出滚筒和托滚边缘，下层胶带不磨机架。胶带机各种保护装置齐全、灵敏、可靠。

第十四节 带式输送机运输管理措施

1、司机经安全技术培训，合格后，持证上岗。

2、胶带机信号必须畅通清晰，无信号或信号不清，不准开机。

3、开机前，检查胶带各部位是否完好，胶带接头是否牢固，是否跑偏，张紧程度是否正常，托辊运转是否灵活。

4、正式开机前先点动示警，确认无异常后，再正常开启胶带机。 5、机器起动困难时，严禁强行启动；如负荷突然增大，应立即停机、检查，查明原因并处理后才允许开车。

6、必要的地点设置行人过桥，严禁人员直接跨越胶带；必须设置“严禁乘坐胶带”的醒目标志。

7、必须经常清扫机器各部位的浮煤，包括底胶带和机器头尾，不得有浮煤堆积；清扫器必须可靠。

8、停机前必须将胶带上的煤矸拉空，工作结束后，胶带机开关手把必须打到零位并闭锁。

9、严禁胶带倒转，严禁乘人和拉运设备及物料。机器转动时，不得检修。 10、胶带严禁跑偏，胶带保护及安全设施齐全有效，失效或损坏的托辊必须及时更换，巷道每隔100m安设一组防跑偏装置。

11、胶带转动缠在托辊上的杂物必须及时清理，以防摩擦起火。 12、胶带机头、尾设置不少于两根合格的地锚，胶带尾必须安装尾罩。 13、清理胶带机尾时，必须停止胶带机运行，并将启动开关闭锁，用长柄工具清理干净。

14、胶带检修打卡子时，必须在远离主副滚筒的安全地点。

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15、胶带机必须安设综合保护装置，各项保护必须齐全有效。 16、胶带机头必须设有照明装置。

17、胶带机必须平稳直，构件齐全完好，运行良好。

第十五节 耙斗机使用安全技术措施

1.耙斗机司机必须经过专门技术培训，并且考试合格取得合格证后，方可持证上岗。

2.耙斗机司机除正常操作外，而且还应负责一般故障处理及日常检查保修保养工作。

3.放完炮后应先检查工作面瓦斯浓度，在确定瓦斯不超限的情况下，方可进入工作面操作耙斗机。以防发生瓦斯爆炸。

4.工作前应先检查工作地点帮顶及支护情况，进行敲帮问顶。空顶距离超过作业规程规定时，应及时支护，否则不得作业。防止片帮冒顶伤人。

5.耙斗机装载过程中发现瞎炮时要立即停止作业，按有关规定处理。发现未爆雷管炸药要及时停机拣出，并交有关人员。

6.装岩前必须洒水灭尘，以防粉尘飞扬。

7.装岩时遇到大块矸时，必须人工破碎。严禁强行耙装。避免电机超负荷烧毁电机。

8.掘进上、下山时，耙斗机必须设有防止跑车的安全装置。 9.司机后，要闭锁耙斗机开关，并检查以下部位：

（1）耙斗机周围顶板要坚实，支护要牢固；安设好固定楔，挂好导向轮。禁止将导向轮挂在棚梁或锚杆上。

（2）保持机器各部位清洁，无煤（矸）压埋，保证设备通风散热良好。 （3）电气设备上方遇有淋水时，应用防水布在设备上妥善遮盖。防止电气设备漏电伤人。

（4）导向轮悬挂正确，安全牢固，滑轮转动灵活。

（5）钢丝绳磨损、断丝不超过规定，在滚筒上排列整齐。闸带间隙松紧适当。

（6）耙斗机固定符合规程规定，卡轨器紧固可靠。司机操作一侧离巷壁的距离必须保持在700mm以上，避免空间狭小司机操作不便。

（7）各润滑部位油量适当，无渗漏现象。

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（8）机器各部位连接可靠，连接件齐全、紧固；各焊接件应无变形、开焊、裂纹等现象。防止发生机械故障。

（9）供电系统正常，电缆悬挂整齐，无埋压、折损、破皮、被挤等现象。 2.试机前发出开机信号，严禁在耙斗机两侧及前方站人。启动耙斗机后，在空载状态下运转检查以下各项：

（1）控制按钮、操作机构灵活可靠。 （2）各部运转声音正常，无强烈震动。 （3）钢丝绳松紧适当，行走正常。

10.耙斗机主、尾绳牵引速度要均匀，以免钢丝绳摆动跳出滚筒或被滑轮卡住。造成人员伤亡或机械故障。

11.装矸时，不准将两个手把同时拉紧，以防耙斗飞起伤人。

12.遇有大块矸或耙斗受阻时，不可强行牵引耙斗，应将耙斗退回1—2m重新耙取或耙耙回回，以防断绳或烧毁电机。

13.不准在过渡槽上存矸，以防矸石被耙斗挤出或被钢丝绳甩出伤人。 14.当耙斗出绳方向或耙装的角度过大时，司机应在出绳的相对侧操作，以防耙斗窜出溜槽伤人。耙装时，耙斗和钢丝绳两侧严禁有人工作和停留。

15.拐弯巷道耙装时，若司机看不到迎头情况，应派专人站在安全地点指挥。

16.耙装距离符合作业规程的规定，不宜太远或太近。一般耙斗机与作业头面距离为7—20M。耙斗不准触及两帮和顶部的支护或碹体，以防撞倒支护，造成冒顶。

17.耙斗机在使用过程中发生故障时，必须停机，切断电源后进行处理。 18. 作业头装药时，应将耙斗拉到溜槽上，切断电源，用木板挡好电缆、操作钮等防止崩坏设备。放炮后，将耙斗机上面及周围岩清理干净后，方可开机。

19.在耙装过程中，司机应时刻注意机器各部的运转情况，当发生电气或机械部件温升超限，运转声音异常或有强烈震动时，应立即停机，进行检查和处理。

20.在平巷移动耙斗机时，先松开卡轨器，整理好电缆，然后用自身牵引，速度要均匀，不宜过快。若用小绞车牵引时，要有信号装置，并指定专人发信号。耙斗机移到预定位置后，应将机器固定好。

21.在上、下山移动耙斗机时执行以下规定：

（1）必须使用小绞车移动耙斗机，并设专职信号工和小绞车司机。 （2）移动耙斗机前，有关人员应对小绞车的固定、钢丝绳及其连接装置、信号、滑轮和轨道铺设质量等进行一次全面检查，发现问题及时处理。

（3）小绞车将耙斗机牵引好之后，才允许拆掉卡轨器。

（4）移动耙斗机时，在机器下方禁止有人工作或停留。以防跑车伤人。 (5）耙斗机移到预定位置后，必须先固定好卡轨器及辅助加固设备，方可松开绞车钢丝绳。

（6）在倾角较大的上、下山移动耙斗机时，可采用绞车和耙斗机同时牵引，但必须保证牵引速度相同。

22.收尾工作

(1)耙斗工作结束后，应将耙斗开到耙斗机前，操作手把放在松闸的位置。关闭耙斗机，切断电源，锁好开关，卸下操作手把。

(2)清除耙斗机传动部位和开关上的浮煤，保持周围环境卫生。 (3)司机升井后，应将本班设备运转情况、发现的故障、存在的问题及交情况填入交记录。

第十六节 锚杆机使用安全技术措施

1、操作前，操作者必须认真学习锚杆钻机使用说明书，掌握钻机的性能和操作方法。钻机开动前，应先检查钻机各部件是否齐全紧固件是否松动，各种操作机构是否灵活，检查油雾器内油量是否充足，操作开关应处于关闭状态。

2、正式打眼前，操作人员应对锚杆钻机做空载试验，保证各操作机构灵活，支腿伸缩正常，马达运转正常，风水畅通的情况下，方可进行打眼，否则必须进行维护处理。

3、打眼前，先装好六方钻杆，并按照眼位，眼角度放置锚杆钻机。将马达控制开关旋转一小角度让钻杆缓慢转动，同时将支腿控制开关旋开一小角度，让钻头和顶板逐渐接触，打开控制水开关，钻进约100mm后，将马达控制开关全部打开，全速钻进。

4、钻完一个眼后，先关闭支腿风源和水源，控制钻机减速，并靠自重下降，然后关闭马达。

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5、钻进过程中严禁用手触摸旋转的钻杆，不得将手扶在气腿上，以防气腿伸缩时挤伤手。同时，操作者应站在相对钻机远的一边，不得站在钻机正下方，以防断钎伤人。

6、钻进时，推进速度和钻进速度要适当，防止卡钻损坏钻杆、钻头。钻进时钻杆与钻机应成一条线，不得相对倾斜。

7、锚杆钻机使用完后，用水冲洗干净，风水管路盘放整齐，严禁乱扔乱放钻机。

第八章 灾害预防及避灾路线

一、灾害预防

1、当工作面发生顶板、瓦斯、煤尘爆炸、火灾、水灾、运输等事故灾害时，现场人员应立即将灾害时间、地点、灾害程度及受灾害威胁的人员等向矿调度室汇报清楚，以便及时调动矿山救护人员救援和撤离受灾害威胁的人员。

2、当工作面发生灾变时，现场人员应尽可能就地取材，控制灾害，将灾害控制在最小范围内；现场人员应沉着冷静，不慌忙，有序抗灾或撤离灾区。

4、当无法撤离至地面时，应及时进入永久避难硐室进行避灾，与调度室保持联系，等待救援。

5、当发生水灾时，人员应沿着最短路线向高处撤离灾区。 6、当发生火灾及瓦斯事故时，应及时佩戴好自救器并撤离灾区。 7、当发生灾变时，应尽量保持体力和节约使用矿灯等。 二、自救方式、抢救方式、

每一位入井人员应掌握自救和互救方法，当发生顶板、机械等伤害及触电等事故时，应积极进行自救和互救，积极、及时进行人工呼吸及包扎止血等自救互救、方式进行救助，并应注意防止伤势进一步扩大等。

三、避灾路线

1、所有入井人员必须经过安全知识培训，熟悉避灾路线及避灾方法，知道应急措施且能自救互救。

2、避水灾

原则：人员向着有安全出口的高处撤离

路线：工作面→4煤回风上山→4煤总回风大巷→回风斜井→地面。 3、避火灾、煤尘、瓦斯及其他有害气体超限或爆炸

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原则：迅速佩戴好自救器，并沿如下路线撤离

路线：工作面 → 轨道大巷 → 轨道石门巷 → 井底车场 → 副斜井井筒 → 地面。

4、紧急避灾路线

路线：工作面→轨道大巷→移动救生舱硐室。 附图：避灾路线示意图。 附图：紧急避灾路线示意图。

第九章 其它

本规程未尽事宜，严格执行《煤矿安全规程》相关规定。

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