六采区5#煤作业规程

六采区5#煤下山付巷绕道

作 业 规 程

根据初步设计要求及矿委会研究决定，在5煤六采区西下山北翼布置下山付巷绕道，绕开康家沟回风立井贯通5#煤下山专用回风巷，形成通风系统。

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第一章 掘进工作面概况及地质构造

第一节 工作面概况

一、井上下相对位置

工作面 名称 地面 位置 井下 位置 付巷 绕道 地面标高（m） 867～870 工作面标高（m） 626～639 5#煤采区下山付巷绕道大凹沟以北，地表对应全部为荒坡耕地，掘进对地表无影响。 六采区5#煤下山付巷东为5#煤实体，西为北正巷，南为回风立井，北为实体煤。 二、巷道用途及服务年限

六采区5#煤下山付巷风井绕道设计长度为240m，是六采区5#煤专用回风巷。

第二节 地质概况

一、地质构造

下山付巷绕道所属我矿5煤六采区，根据矿井地质报告，构造为一走向北西，倾向南西的单斜构造，地层倾角为2—7°，井

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田内断裂不发育，仅东部发育一条落差8m的F1断层，该断层沿西南方向逐渐减小，并逐步消失，井田内未发现陷落柱构造及岩浆岩倾入活动，地质构造属简单类型。

1、断层

根据相邻工作面的实际揭露情况，预计在400—450m之间存在一条F1正断层构造，断层走向北东—西南，倾向140°，倾角70°，落差2—8m，该断层经相邻工作面揭露，未发现导水威胁和瓦斯异常现象，但在掘进过程中必须注意顶底板揭露情况及钻孔水害预防，加强顶板管理及支护质量，如遇异常情况立即向矿值班室及相关部门领导汇报。

二、煤层赋存情况

工作面所掘煤层为山西组底部5煤层，上距4煤层4.10—7.03m，平均5.32m；煤层厚度1.80—3.10m，平均厚度为2.47m，属稳定可采煤层，普氏系数f＝12－14，容重1.45t/m3，煤层一般含0—2层夹矸，夹矸厚度0.01—0.25m。

三、煤层顶板、底板情况

煤层顶板为泥岩、炭质泥岩，局部为砂质泥岩，底板为泥岩，砂质泥岩，局部为细砂岩。

四、瓦斯涌出情况

本矿井为高瓦斯矿井，根据2012年瓦斯等级鉴定瓦斯相对涌出量为36.4m/T，绝对涌出量为46.28m/min，二氧化碳相对涌出量为1.82m/T，绝对涌出量为1.43m/min。2012年7月国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验报告：本采区煤尘具有爆炸性，煤的自燃倾向性鉴定结论为Ⅱ级不易自燃煤，因此在掘进过程中必须切实加强通风管理及综合防尘管理工作，特别是局部

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地方通风瓦斯管理，严格按照通风瓦斯管理和煤矿安全规程执行。

五、水文地质情况

根据矿井水文地质类型划分报告，矿井受采掘破坏或影响的孔隙、裂隙、岩溶含水层影响程度小，受老空积水影响程度为中等类型，水文地质类型为中等型。

根据矿井水文地质类型划分报告，本井田奥灰水位标高为800—801m，本工作面底板标高为670m，隔水层厚度在130 m左右，本掘进工作面属承压开采区域。工作面在掘进过程中要密切注意奥灰水通过小型断层面突出，做好预防工作。

掘进时部分地段遇顶板淋水或底板渗透水与人为积水（清洗巷道水、喷雾降尘水，湿式打眼水）可由工作面运输机带出，也可在巷道低凹处打设小水窝设置风动泵排出。

工作面对应上部为4煤采空区，预计采空区会有少量积水，根据相邻已掘巷道的实际情况，预计正常涌水量为1—3 m/h，但必须对该工作面配备足够的排水设备，并及时监测抽排，随时观察顶板淋水情况，确实掌握水情水向的预兆，严格执行“有掘必探、有采必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，执行“物探先行、化探验证、钻探跟进”探放水综合手段，确保该工作面的掘进工程顺利进行。

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第二章 巷道布置及支护设计

第一节 巷道布置

一、根据初步设计要求及目前揭露煤层厚度，设计巷道净断面13.5㎡：巷道净宽4.5m，净高3m，按煤层顶底板掘进，如遇地质构造煤层变薄则巷道净高不能低于2.8m，巷道开口与原旧贯眼交错，开口时通风科先将原贯眼密闭捣开，排放瓦斯，然后从里向外5.4米处用料石砌筑宽700mm，高度与巷道高度一样高的两堵墙，中间4米用木垛搭接，在进行开口，开口时先用人工砍煤进行施工，待两巷道间距达到1.5米后，方正常开始放炮作业，附巷道布置平面图。

第二节 支护设计

一、支护设计依据

本工作面支护设计依据河南理工大学矿山开发设计研究院《山西柳林汇丰兴业同德焦煤有限公司巷道锚杆（网）支护设计》，确定本巷道锚杆、锚索规格、长度、间距、排距，锚固剂规格等支护参数。

二、支护设计参数 1、锚杆长度

锚杆长L按下式计算 ：

L?L1?L2?L3

式中 L1——锚杆外露长度，其值主要取决于锚杆类型，对于端锚

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锚杆，一般取L1=0.15m，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02~0.03）m；

L2——锚杆有效长度，m；

L3——锚杆锚固段长度，一般L3=0.3~0.4，应由拉拔试验确定。

显然，锚杆外露长度L1与锚固段长度L3是容易确定的，关键是

如何确定锚杆有效长度L2。通常有两种方法确定L2：一是顶板一定范围内坚固稳定岩层的位置易于确定时，L2应大于或等于被悬吊岩层的厚度；二是确定巷道顶板松动圈的高度。对于松动圈的高度可以实测法测定，也可以解析法估计。

在解析法中，常用普氏自然平衡拱理论确定L2的大小，即锚杆有效长度L2等于普氏免压拱高度。

当f?3时，

L2?B 2f当f?2时，

L2?1f?B??????Hcot?45??? ?22????式中 B——巷道跨度，m；

f——普氏岩石坚固性系数； H——巷道掘进高度，m； ?——岩体内摩擦角，（°）。

由于f5=1.3，L1=0.15m，L3取0.3m，H5=3.3m，B5=4m ，?岩?42.9? 故 L2?1f?B??????Hcot?45????2.34m ?22???? L?L1?L2?L3?2.79m

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2、锚杆杆体直径

根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，则

??35.52Q?t

式中 ?——锚杆杆体直径，mm;

Q——锚固力，由拉拔试验确定，KN; ?t——锚杆材料抗拉强度；MPa。

由于Q5=80KN, ?t=380MPa

故 ?5=16.29mm

3、锚杆间排距

根据每根锚杆悬吊载荷大小确定锚杆间距a与排距b（通常a=b），即锚杆悬吊岩石载荷（G?a2L2?）等于锚杆的锚固力Q。在考虑了安全系数K的情况下，有

?Q????K?L2???t???0.028D或 ?K?L?212式中 a——锚杆间距，m；

K——锚杆安全系数，一般取K=1.5~1.8；

?——岩石视密度，KNm。

3由于K取1.8，?=27.6KN?Q5?故 ?5???K?L???52?12m3 ?0.80m

4、锚索长度

L?La?Lb?Lc?Ld

式中 L——锚索的总长度，m；

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La——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m； Lb——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m；

Lc——上托盘及锚具的厚度（一般为Ld——需要外露的张拉长度（一般为

0.1m），m； 0.2m），m。

根据掘进工作面煤层及围岩特征、直接顶类型、基本顶级别、

底板类型等实际情况确定锚索的长度：

由于5号煤受采动影响，顶板破碎较严重，需要悬吊的不稳定岩层较厚

故 L?La?Lb?Lc?Ld?8m

由上所得锚杆长度为2.79m，直径为16.29mm，锚索长度为8m，根据5号煤层、围岩特征、直接顶类型、基本顶级别、底板类型等实际情况和现场观测情况。5号煤巷道受采动影响较严重，顶板破碎严重，顶板为复合顶板，为了加强支护、保障矿井安全生产、避免巷道翻修，选用锚杆规格为Φ1832500mm的左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，由计算确定锚杆的间排距为9003900mm；根据层间距，确定选用锚索长度为4000—5000 mm，直径为15.24索体材料为高强度低松驰钢绞线，极限拉断力270KN，延伸率大于3.5%，间距为1600mm，排距1600mm。确定该掘进工作面永久支护采用锚杆+金属菱形网+钢筋梯子梁+锚索+钢棚进行联合支护。

三、支护材料、规格及支护参数 1、支护材料及规格

（1）锚杆：顶、帮锚杆规格均为Φ1832500mm的螺纹钢锚杆。

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（2）锚索:巷道顶板所用锚索为Φ15.2434000—5000mm； （3）树脂药卷：MSCK2356型锚固剂，规格为Φ233500mm。 （4）托盘：锚杆托盘为；Φ128mm330-150kN，锚索托盘为1703170310㎜的钢板，孔眼直径16.5mm，局托板中间。

（5）梯子梁：Φ16380mm，顶板：4500mm两帮2600mm （6）金属网：规格为100038000mm 的Φ8mm菱形铁丝网，网格规格40340mm；搭接重叠100mm。

（7）工作面被动支护为加打钢梁棚架支护，钢梁棚架根据顶板实际情况1——2m支护一架。

2、顶板支护参数

顶板设计每米安装6根Φ1832500mm螺纹钢锚杆，树脂药卷加长锚固，锚固长1.5m，Z-2350树脂药卷三支，锚杆间排距为9003900mm，铺设梯子梁和金属网。

锚固方式：树脂锚固，顶板采用两支MSCK2356型树脂药卷，锚索使用4支药卷，规格为Φ233500mm。钻孔直径为28mm，锚固长度1500mm。

锚杆角度：顶板锚杆均垂直顶板；

锚杆布置：顶锚杆间排距为8003800mm，帮锚杆间排距为8003800mm，顶锚杆每排6根锚杆；帮锚杆上、下帮共8根。

金属网：规格为100038000mm 的Φ8mm菱形铁丝网，网格规格40340mm；

锚杆角度：靠近两帮的锚杆斜向两侧斜20°，其它都垂直两帮。

锚索长度为4000—5000mm，间距为1600mm,排距1600mm；索

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体材料为高强度低松驰钢绞线，直径15.24mm，极限拉断力270KN，延伸率大于3.5%；锚索尾部配有高强度锚具，其型号OVM15-1；

采用树脂药卷锚固，树脂锚固剂为低粘度树脂药卷，型号为：MSCK2356，即直径23mm，长度500mm，固化时间为快速，用量为四卷；锚索托板为170mm3l70mm3l0mm的钢板，孔眼直径19mm，居托板中。

3、两帮支护参数

两帮支护选用螺纹钢锚杆，两帮设计安装8根Φ1832500mm螺纹钢锚杆，每帮各四根，树脂药卷加长锚固，锚固长1.0m，MSCK2356树脂药卷两支，锚杆间排距为8003800mm，铺设金属网加梯子梁。

锚固方式：树脂锚固，采用两支Z-2350型锚固剂，规格为Φ233500mm。钻孔直径为28mm，锚固长度1000mm；

锚杆布置：上、下帮各3根，锚杆间距为800mm，排距800mm； 锚杆角度：顶角锚杆向两帮倾斜20°，底角锚杆斜向下20°，其它都垂直两帮；

金属网：规格为100038000mm 的Φ8mm菱形铁丝网，网格规格40340mm；搭接长度不小于150㎜

附：巷道断面支护图 4、钢梁棚支护

沿巷道走向紧贴两帮煤壁和顶板支设钢梁，钢梁要扶正扶稳，直接支撑顶板。紧贴围岩不得松动或空帮空顶，顶部和两帮必须加楔打紧。钢梁棚间距为1m，视顶板完好情况，局部破碎带钢梁棚距加密。

5、临时支护

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临时支护采用“吊环”式。Φ3寸钢管和木板梁配合木楔支护，板梁数量三块，规格为430.1530.2m,前探梁数量三根，长为4.5m。每根前探梁配备4个活动“吊环”，其中3个吊挂前探梁，另一个在移前探梁时交替使用，吊环采用厚12毫米的钢板焊制。

6、支护材料消耗

依据前面的支护参数的设置，进行锚网的支护的材料消耗计算，正常支护巷道内材料表，如表2所示。

表1 巷道特征表

锚杆直径（㎜） 围岩类别 Ⅱ～Ⅲ

布置参数（㎜） 顶 8003800 帮 8003800 巷道断面（㎡） 13.5 支护形式 锚网 顶 18 帮 18 表2 每100米巷道支护材料消耗表

项 目 钢锚杆 型号 数量（根） 型号 数量（根） 锚杆用树脂药卷 紧固螺母（个) 垫片(个) 钢筋梯(只) 托盘(个) 金属网(m) 塑料网

材料消耗量 Φ2032500mm 1750 Φ15.2434000—5000mm 188 MSCK2356 3500 1750 1750 125 125 1750 20 80 锚索 型号 数量（卷） M20 M20 顶 帮 Φ128mm330-150kN 100038000mm 的Φ8mm菱形铁丝网 10003800mm 2

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表3 锚网支护参数表

支护形式 间排距 设计锚固力 锚杆规格 药卷 托盘 梯子梁 金属网 塑料网 顶 帮 顶 帮 顶 帮 顶 帮 树脂端部加长锚固式锚杆+金属网+钢筋梯子梁+混凝土 8003800mm 8003800mm ＞80kN ＞60kN Φ2032500mm Φ2032500mm Φ233500mm 3卷/孔 Φ233500mm 2卷/孔 Φ128mm330-150kN Φ18380mm，顶板：4000mm两帮3300mm 100038000mm 的Φ8mm菱形铁丝网 10003800mm 的塑料编织网 锚 杆

第三节 支护工艺

1、锚杆施工工艺 ?巷道宽度的控制

宽度是影响巷道稳定性与确定支护参数的主要因素，施工时要严格按设计要求控制巷道宽度。用爆破法掘进的巷道，必须采取爆破工艺。

(2)临时支护：施工中严禁空顶作业，临时支护必须符合作业规程规定，紧跟工作面。

?锚杆孔施工规定

①钻孔前，应根据设计要求确定孔位，并作出标记； ②锚杆孔间距误差不应超过100㎜； ③锚杆孔轴向偏差应控制在5°之内。

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④锚杆孔深不应小于杆体长度30㎜；

⑤锚杆端部必须推至孔底，尾端外露长度不应大于30㎜； ⑥锚杆孔位、孔深与角度应符合设计要求，并锚杆孔内的煤岩粉应吹洗干净。

?锚杆支护施工工艺流程

锚杆支护施工流程如下：在提前铺好网片的情况下，挂梯子粱?临时支护?钻顶板中部锚杆孔、清孔?安装锚杆、拧紧螺母。

挂金属网，在挂钢带之前将网联接并挂好。

两帮的锚杆支护一般落后工作面一定距离，和破煤运煤平行作业，其施工步骤和顶板支护大致相同。

?锚杆的安装

①装药卷之前应先检查锚杆孔的质量（深度与角度）、锚杆构件是否齐全、合格，待装药卷是否硬化、过期或损坏等。

②将树脂药卷依次装入孔内。

③插入锚杆杆体，锚杆杆体套上托板及带上螺母，杆尾通过连接套与锚杆机头联接，杆端插入已装好树脂药卷的钻孔内，升起锚杆机并利用锚杆杆体将孔口处的药卷推送至孔内，使药卷接触到钻孔孔底为止，然后开始转动搅拌药卷；

④搅拌药卷。药卷的搅拌对保证锚固质量十分重要，直接影响到锚固效果的好坏。所以要求严格控制药卷的搅拌时间为20±5秒，同时要求药卷的搅拌过程应连续进行中途不得间断；

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⑤药卷的搅拌作业完成的同时，托板应压紧钢筋钢带使其托住顶板，螺母也需拧紧；

⑥利用气动板机或加长六角扳手对锚杆施加预紧力，顶锚杆螺母预紧力矩不得低于100N2m（采用锚杆钻机安装）帮锚杆螺母预紧力矩不得低于60N2m。在进行锚杆安装时，应尽可能采用快速安装工艺，即搅拌树脂药卷、上托板、拧螺母一次完成。锚杆尾端的托板应紧贴托梁，未接触部位必须楔紧垫实。

?铺网：两网搭接长度不应小于150㎜，按规定连接，铺网时必须拉紧，紧贴岩面，使网具有一定的预拉力。

2、锚索施工工艺 ?安装工艺流程

①采用普通单体锚杆机配S19中空六方接长式钻杆和直径27双翼钻头湿试打眼。为保证孔深准确，可在起始钻杆上用白色或黄色油漆标出终孔位置；

②插入树脂药卷前应检查其质量（用手感柔软为合格）； ③先将锚索锚固段上的水、煤屑等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂药卷与锚索粘接定位；

④锚索下端装上专用搅拌驱动器，二人配合锚索顶住锚固剂全部送入孔中；

⑤将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上；

⑥一人扶住机头一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用

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慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间控制在20—30秒；

⑦停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后可缩下锚杆机并移开打下一个锚索孔；

⑧10分钟后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置；2人一起将张拉千斤顶套在锚索上并用手托住；

⑨开泵进行张拉试验，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速反向回程；

⑩卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠地）；用液压切割机截下锚索多余的外露部分（将一个班或安装的锚索集中在一次切割完）。

?技术要求

①锚索应紧根掘进头，滞后不超过6m； ②锚索孔深度误差控制在±30㎜； ③锚索外露长度应控制在300㎜以内；

④锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失效；

⑤搅拌树脂药卷后10～15分钟张拉锚索，锚索预紧力不得小于100KN,不大于120KN；

⑥锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须重新紧固或及时补打锚索；

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⑦锚索锚固力应不低于200KN；

⑧张拉时发现锚固不合格锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索。

3、锚杆支护工操作安全规定：

?锚杆支护工必须经过专门培训、考试合格后，持证上岗。 ?在支护前和支护过程中要经常进行“敲帮问顶”，及时清除危岩、悬矸。“敲帮问顶”人员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，并保证退路畅通，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。

?严禁空顶作业，临时支护要紧跟工作面。

?煤巷两帮打锚杆前用镐刷至硬煤，并保证煤帮平整。 ?严禁使用不符合规定的支护材料。

?锚杆眼的直径、间距、排距、深度、方向（与岩面的夹角）等，必须符合规定。

?安装锚杆时，必须使托盘（或托梁、梯子粱）紧贴岩面，未接触部分必须楔紧垫实，不得松动。

?要随打眼随安装锚杆，锚杆的安装顺序：应从顶部向两侧进行，两帮锚杆先安装上部、后安装下部。铺网时要把网张紧。

a.锚杆支护操作顺序： ?敲帮问顶，处理危岩、悬矸。 ?及时按照规定进行临时支护。

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?打锚杆眼：

①敲帮问顶，检查工作面围岩和临时支护情况。 ②确定眼位，做出标志。 ③在钎杆上做好眼深标记。 ④用锚杆钻机打眼。

⑤打锚杆眼时，应从外向里进行；同排锚杆先打顶眼，后打帮眼。

4、锚索支护工操作安全规定：

?锚索支护工必须经过专门培训、考试合格后方可持证上岗。

?锚索支护工要熟悉锚索支护原理，锚索结构及主要技术参数；熟悉作业地点环境，能够熟练使用支护工具，熟悉锚杆机性能、结构和工作原理，并能排除一般故障。并做好使用前后的检查和保养。

?锚索支护材料要符合施工措施的规定。 ?检查施工地点支护状况，严防片帮、冒顶伤人。 ?打锚索眼时，要注意观察钻进情况，有异常时，必须迅速闪开，防止断杆伤人，钻机5m内不得有闲杂人员。

?钢铰线旋转方向应与搅拌工具旋转方向相反。

?安装托盘时，应将岩面找平，使托盘与岩面接触良好，以求受力均匀，拧螺帽时，尽可能拧紧，以便在杆体中产生较大的

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预应力，但不要拧破铁丝网，以影响锚杆整个组合梁作用。

a.锚索支护操作顺序： ?打锚索眼

①敲帮问顶，检查施工地点围岩和支护情况。 ②根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标志。 ③检查和准备好锚杆机、钻具、电缆及风水管路。 ④必须采取湿式打眼。

⑤竖起钻机把钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使锚杆机和钻杆处于正确位置。钻机开眼时，要扶稳钻机，先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼正确。

⑥开钻。操作者站在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡。先开水，后开风。开始钻眼时，用低转速，随着钻孔深度增大，适当时调整转速，直到初始锚孔钻进到位。

（a）在软岩条件下，锚杆机用高转速钻进，要调整气腿推力，防止糊眼。

（b）在硬岩条件下，锚杆机用低转速钻进，要缓慢增加气腿推力。

⑦退钻机，接钻杆，完成最终钻孔。 ⑧锚索打眼完后，先关水，再停风。

第四节 矿压观察

1、工作面必须安设顶板离层指示仪，顶板离层仪安装与锚

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杆施工同时进行。顶板离层仪应安设在巷道的中部，在地质构造带、巷道交岔点、切眼等位置应适当增加安设。顶板每间隔50m布置一个顶板离层仪;深基点8m，浅基点2m。

2、施工单位必须按规定安设顶板离层仪，安装后，现场要有标牌，并注明观测日期、位置及顶板下沉量。施工单位要爱护已安装的顶板离层仪，发现损坏应及时汇报处理，对故意损坏者将给予处罚。

3、顶板离层监测，正常情况下现掘顺槽每50±5m，做一个观察基点，班、组长每班随时进行观察，生技科每10天检测记录一次，同时挂牌管理，所测数据记录在册; 若顶板离层值达到50mm以上时，必须立即采取措施并及时汇报。

4、巷道每掘进30—50m或每300根，检测顶、帮锚杆预紧力和测试锚杆、锚索拉拔力，所测数值必须达到以下要求，如不符合要求，要及时汇报，并采取措施进行处理。（顶锚杆预紧力不低于100N2m，帮锚杆预紧力不低于60N2m ；锚索锚固力不低于200kN，顶锚杆锚固力不低于80kN，帮锚杆锚固力不低于60kN），同时挂牌管理，所测数据记录在册。

5、数据处理，kN 与MPa的换算关系是根据中国地质大学（北京）建设工程质量检测中心的压力—拉力换算表进行的，16MPa =60.8kN, 22MPa =83.6kN, 53MPa=201.4kN,由队技术员配合生技科测试，观察记录归生技科分析判断，上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断修改设计补充措施，指导生产。

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第三章 爆破工艺

一、爆破工艺：

工作面采用爆破作业，掘进工作面采用风动钻进行打眼，选用3煤矿安全许用炸药，瞬发电雷管起爆，MFB-100型发爆器引爆，正向装药，掘进必须使用水炮泥，以利降尘，黄泥封口。

二、掘进工艺：

??爆破落煤???临时支护???耙斗机耙煤???刮板交接班???永久支护。 转载?#

三、工艺说明：

1、交接班：实行井下现场交接班，根据各工种、各岗位按时对应交接，以质量标准化为准则，对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况，进行全面详细检查、验收，做到责任明确，共同协商遗留问题、做好开工前的准备工作。

2、爆破落煤

炮眼布置：（炮眼布置图附后），爆炮采用串联方式，爆炮方式按爆炮图表顺序严格执行；顶板破碎时，减少底眼装药量，停放顶炮，采用人工砍煤。

爆破安全技术措施： A、打眼

（1）打眼前要检查煤电钻的良好情况，并进行试运转，要清除工作面的浮煤，找好中线，划出巷道轮廓线，根据爆破图表进行打眼。

（2）打眼时必须先检查打眼地点的安全情况是否完好，进

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行临时支护，敲帮问顶，处理片帮伞檐，顶帮活矸，支护有缺失，歪扭的要重新整理加固，工作面维护好后，方可启动煤电钻进行打眼工作。

（3）打眼可用镐点定位法，眼距、眼深、眼位及角度必须符合本规程的规定。

（4）打眼过程中用力要均匀，要经常来回串动钻杆进行排粉，以免发生卡杆事故和将煤粉留入眼内，引起煤尘爆炸。

（5）打眼工必须由有一定技术素质和多年采掘工龄的老工人担任。

（6）打眼前必须先检查工作面所属范围内的瓦斯和其他有害气体浓度，瓦斯和其他有害气体浓度必须在规定允许浓度以下方可作业。

B、装药

（1）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、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。

（2）装配药引数量，应以当时需用的数量为限，严禁坐在炸药箱上装配引药。

（3）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。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。

（4）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动或冲击，以防折断雷管脚线和损坏脚线绝缘层。

20

处理合格不得开车。

12、绞车司机、皮带司机、溜子司机、把钩等工种必须是经正规培训合格的人员，并持证上岗，按操作规程规定作业。

13、其他执行煤矿安全规程。

第七节 机电安全技术措施

1、供电设备线路中，各种保护必须齐全、灵敏可靠，设备放置合理、清洁、整齐、平稳。电缆吊挂整齐，开关上架，电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。认真管理好各种机电设备，检修制度化，维护正常化。

2、接地系统必须完善，接地极、接地线符合规定，严禁使用铝接头连接地线，严禁串联接地。

3、检修，搬迁电器设备，（包括电缆和电线）时，必须切断电源，并采用与电源电压相适应的验电笔检验，经确认无电后，还必须检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度在0.8%以下时，方可进行。停电时，所有开关手把必须打到“零”位并闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”牌，处理好后方可送电，坚持“谁停电，谁送电”的原则。检修至少两人作业，不准单人作业。 4、供电必须做到“三无”即：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；“四有”即：有接地保护、有过流保护、有螺丝和弹簧垫、有挡板和密封圈，“两齐”即：电缆悬挂整齐、机电峒室设备整齐；“三全”即：防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全。不准随意更换供电负荷，确需更改时，必须重新审批。局部通风机供电实行“三专”（专用变压器，专用电缆，专用开关）专电，瓦

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斯监测系统采用本质安全型电源及电器。

5、井下电缆必须按规定悬挂整齐，消灭脱钩现象。不得放在地上，不得出现铁丝吊挂及埋压现象，杜绝电缆冷接头。

6、所有入井电缆必须有“MA”标志的阻燃矿用电缆，所有电缆的允许截流量与供电负荷匹配。

7、井下漏电保护风电瓦斯闭锁及照明综合保护装置必须专人负责检修，确保其可靠。

8、开关中的继电器应进行短路和过载电流整定。 9、所有电器设备必须防爆，否则严禁使用，每班必须进行完好及防爆检查。

10、电缆过墙必须设 φ100钢套管，拐弯时半径不小于450mm。

11、变电所接线先按图纸计算值进行整定调试合格后方可投入使用。

12、井下各电气设备的各种电气保护装置必须安设齐全，且必须灵敏可靠，严禁甩掉不用，各种电气设备保护不灵敏，不可靠不齐全或缺少保护时，必须停止工作，待处理至符合要求后，方可继续工作。

13、当工作面停止作业时，除局部通风机外的其它机电设备必须切断电源，将开关手柄回到零位并闭锁。

14、一切容易碰到的，裸露的电气设备，及其转动的转动部分（靠背轮、胶带、齿轮、和胶带输送机滚筒等）都必须加装护罩或金属网遮拦，以防人员意外碰撞，发生事故。

15、必须加强油脂管理，做到“三专三过滤”。

16、严禁人员在运转的机电设备、胶带输送机、刮板输送机

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等、开关、掘进机等设备上作业。

17、各电气设备必须稳设在支护完好，顶邦完整且无淋水安全地点，工作面有淋水时，必须采用旧风筒或旧皮带将机组的电气部件，遮护严密，以防其受潮接地。

18、任何人员严禁在井下私自拆卸矿灯。

19、各类司机、电工、检修工必须是经正规培训合格的人员，并持证上岗，按操作规程规定作业。

20、其它事项严格按安全规程要求进行。

第八节 探放水安全技术措施

1、探放水地点必须加强通风，保证探放水作业地点有足够的新鲜风，探放水过程中，瓦斯检查员必须在现场值班，严禁在无风、微风和瓦斯、有害气体超限的情况下作业。

2、探放水巷道必须严格执行“有掘必探、有采必探、先探后掘、先治后采”的原则和“物探先行、钻探验证”的综合探测程序，并必须在有效控制范围内掘进，物探和钻探70m后掘进40m，在钻探时，探水孔的超前距、帮距及孔间距应符合地测科设计要求，每次探水后、掘进前在起点处设置标志，保证掘进距离不大于40m。

3、先采用YCS40(A)瞬辨电磁仪进行物探，然后采用ZLJ-400型钻机探水，钻孔呈偏扇形孔布置，进行探放水。

4、钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员立即向矿值班室报告，并派人监测水情。

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如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。

5、探放采空区积水前，首先要分析查明采空区积水的空间位置，积水量和水压。采空区积水区高于探水点位置时，只准用钻机探放水。探放水必须打中采空水体，并要监测放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。

6、钻孔放水前，必须估计积水量和水压，根据我矿水泵排水能力和水仓容量，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、并做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿值班室。

7、巷道支护应牢固，顶、帮背实，巷道倾斜度大时，要用锚索加强支护，使巷道有较强的抗水流冲击能力。

8、在探放水地点必须安设一部矿用本质安全型电话，和报警装置。

9、探放水技术人员必须持证上岗，在探放水前，必须认真学习《5#煤付巷绕道掘进工作面探放水设计》及报警信号，避灾线路，保证探放水安全。

10、探水巷道应加强出水征兆的观察，一但发生异常应立即停止工作及时处理，情况紧急时，必须立即发出警报，撤出所有受水危胁地区的人员。

11、钻孔接近老空时，预计可能有瓦斯或其它有害气体涌出时，必须有瓦斯检查员或矿山救护队人员在现场值班，检查空气成份，如果瓦斯或其它有害气体超过《规程》有关规定时，必须立即停止打钻，切断电源撤出人员，并报告调度室采取措施，进行处理。

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12、探放水作业地点应有躲避场所，并规定避灾路线，探水前指定人员检查维护避水灾路线，确保避水灾路线畅通。所有作业人员必须熟悉避灾路线。

13、探放水人员必须按照批准的设计施工，未经审批单位允许，不得擅自改变设计，

14、探放水工必须是经正规培训合格的人员，并持证上岗，按操作规程规定作业。

15、具体探放水严格按照煤矿安全规程和《5#煤付巷绕道掘进工作面探放水设计》执行。

第九节 设备安装、检修、维护、拆除安全技术措施

1、设备的拆除安装应有跟班领导亲自跟班现场指挥协调，由专职机电工持证上岗，按章操作。

2、大型设备应尽可能的拆成小件装车运输，装车必须平稳，装运前应系统的检查打运路线及绞车情况，巷道间隙不够、轨道不符合要求、绞车钢丝绳最大张力和安全系数不够不得装运。

3、安装前应先检查安装地点及其前后5m的支护情况，支护不完好的应先采取措施加固。

4、起吊重物时，必须打专用起吊锚索作为起吊点，被起吊物体重量不得超过锚索抗拔力的1/3，否则应同时打两根或多根锚索共同作起吊点。

5、更换大件设备时，必须编制专项措施。

6、电气设备的检修，维护和调整工作，必须由机电部门负责。

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二、运煤系统

??40刮板???5#煤西下山运输巷???南皮带巷???工作面???集中运煤巷???主斜井???地面。 西皮带巷?三、供电系统（详见附图）

??掘进工作面（祥见图） 采区变电所?四、排水系统

掘进工作面低凹处积水由小水泵配合胶管、无缝钢管排至下山水仓，由下山水泵排出地面。

五、洒水系统

??主斜井静压洒水管路???南皮带大巷输水管路高位水池????西下山运料巷???5#煤付巷绕道工作面。

六、通讯系统

??付斜井???西皮带巷???南皮带巷???下山地面交换机???采区变电所???下山轨道巷???5#付巷绕道工作面。 皮带巷?七、供气系统

??下山进风立井???西??绕道?????空压机房???????付巷绕道工作面。 下山运输巷?4寸无缝钢管管路2寸无缝钢管管路八、供水施救、压风自救

付巷工作面开口段、刮板输送机机尾各设置一组；每组供水施救1套，压风自救4套；每套压风自救、供水施救都不能少于6个，都必须分别与总管路连接，并设置控制阀门。

九、通风系统及风量计算 1、通风路线：

??西下山皮带巷???5#煤付巷绕道掘进工下山进风立井???通风眼???4#煤下山专用回风巷???南专用回风巷作面?

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???总回风巷???回风井。

2、风量要求：

六采区5#煤付巷绕道掘进工作面必须配备符合《柳林县通风瓦斯管理设施细则》规定的双电源、双风机并能自动切换，（一台风机出现故障，另一台风机能自动进入工作状态），确保该工作面的用风，所供风量必须大于供风局扇的吸入风量，具体配风量如下：

3、付巷绕道掘进配风量

付巷绕道掘进配风量时参考2011年5月24日对下山轨道巷掘进时的测风结果作为依据：下山轨道巷掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量为0.76m/min。

① 按瓦斯涌出量计算

Q下山付巷绕道=1253q下山轨道巷3k下山付巷绕道 =12530.7631.6 =152m/min 式中：

Q下山付巷绕道—工作面需要风量，m/min；

Q下山轨道巷—工作面风流中瓦斯平均绝对涌出量为1.19m/min； K下山付巷绕道—瓦斯涌出不均衡系数为1.6

125—按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算数。

②按局扇吸风量计算

下山付巷绕道掘进选择FB6.3/18.5局扇供风，该型号局扇吸风量范围为195—315m/min，故按最大吸风量计算。

故：Q下山付巷=Q吸3I =31531

=315m/min

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3

3

3

3

3

3

式中：

Q付巷绕道—综掘工作面需要风量；

I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数。 ③ 按人数计算 Q≥4N=4311=44m/min 式中：

Q—工作面需要风量，m/min

N—工作面同时工作的最多人数，人； 4—每人需风量，m/min。 ④按炸药量计算： 每千克炸药供风≦25m/min Q掘＞25A=2535.4=135m/min 式中：

A——一次爆破炸药最大用量，5.4Kg ⑤按风速进行验算 a) 验算最小风量

Q最小≥6030.25S=6030.25313.5=203m/min b) 验算最大风量

Q最大≤6034.0S=6034313.5=3240m/min 式中：S —掘进工作面巷道的净断面积，13.5m。 得： 203＜315＜3240（m/min）符合规程要求.

综合分析，取其最大值（315m/min），为该掘进工作面的需要风量，且风速符合要求；

故付巷绕道掘进面的风量为315m/min

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33

3

2

3

3

333

3

3

4、通风瓦斯管理

㈠局扇安放位置及管理要求

当正规通风系统形成后，每一掘进工作面必须配备YBF180L——2（18.5kW）风机两台，并能自动切换（一台风机出现故障，另一台风机能自动进入工作状态），确保工作面的用风。安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：

（1）局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。 （2）局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，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部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的风速不得低于0.25m/s。

（3）安装局部通风机要求距轨面大于50cm，离地高度大于30cm，局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积。

（4）局扇实行挂牌管理，局扇管理牌板和瓦斯检查牌板应写明供风地点，局扇功率，负责管理人员姓名、检查时间、风机入风、瓦斯“三专两闭锁”及切换情况，每5天由瓦斯员，更新一次。

（5）每一局部通风机必须采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，并符合“两闭锁”的要求。当局扇停止运转时，能自动切断局扇供风巷道中的一切电源。

（6）使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。

（7）恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.4%时，方可人工开启局部通风机。

（8）风筒的安装，使用必须符合下列标准：

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①必须采用抗静电阻燃风筒。

②严格风筒管理，风筒要吊挂平直，接头严密，无破口，风筒出风口到工作面的距离必须小于10m，以保证工作面有足够的风量。

③风筒无破口（风筒末端的风筒除外）

④风筒接头严密，（手距接头20cm处，感觉不到漏风），风筒接头要双反压边。

⑤风筒吊挂平直，逢环必挂。

⑥风筒拐弯处要设弯头或缓慢拐弯（弯度大于或等于90°），异径风筒要用过渡节，先大后小，不准花接。

⑦风筒跨过运输道时要保持风筒高于车沿20cm以上，防止车辆碰撞风筒。

（二）瓦斯检查制度

1、瓦斯检查工必须具有一定煤矿实践经验，掌握一定的通风，瓦斯知识和技能，经专门培训，考核合格，持证上岗。

2、瓦斯检查工下井时必须携带便携式光学甲烷检测仪，仪器必须完好，精度符合要求，同时备有长度大于2m的胶管（或瓦斯检查棍）温度计等。

3、瓦斯检查工必须严格按照通风科制定的瓦斯检查计划图表执行。每次检查的结果必须认真，准确地记入瓦斯检查手册和记录牌板上并通知现场作业人员，瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止作业，将人员撤到安全地点，采取措施进行处理。处理不了或超过处理权限时，应在瓦斯超限地点的通道入口处设置栅栏，揭示警标并及时向矿调度室报告。

4、瓦斯检查工作不得发生空班、漏检、少检（规定分工区

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域内的每一检查点每班至少检查三次），假检等不良现象，并做到井下记录牌板，检查手册，瓦斯台帐“三对口”。

5、瓦斯检查工必须严格执行井下手上交接班制度。 6、瓦斯检查工每班必须向通风值班室汇报检查的情况 7、通风科的值班人员，必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题，及时处理。对重大通风、瓦斯问题、通风部门应制订措施，报矿总工程师批准，进行处理。

8、通风瓦斯日报，必须送矿长、技术矿长、安全矿长审阅。 ㈢排放瓦斯

局部通风机停止运转造成瓦斯积聚，或其他原因需要排放瓦斯时，报矿总工程师批准，有组织地进行排放、排放瓦斯时必须符合下列要求：

1、排放回风系统内撤人、断电并设警戒。

2、排放回风流与全风压风流汇合处瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1.2%。

3、设置排放基地，基地应设在进风侧的新鲜风流中。 4、排放必须采取在汇合风流口靠近新风流一侧控风进行。 5、排放方法由通风矿长助理根据具体情况确定。 6、任何局部排除瓦斯都应坚持低浓度排放原则，采用“风流控制器”控制风量，使排出的风流同全风压风流混合后的瓦斯浓度不得超过1.2%，严禁一风吹。瓦斯流经区域内必须停电，撤人。

7、排放结束后，只有巷道风流中瓦斯浓度不超过0.8%和二氧化碳浓度不超过1.2%时才允许向排放巷道内送电、恢复工作。

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十、监测监控系统

1、掘进工作面必须安设安全监控系统，分站电源引自掘进面总开关的电源侧，信号电缆必须使用专用阻燃电缆，并随掘进而延伸。

2、监控系统传感器的数据及状态必须传输到地面主机。 3、必须按矿用产品安全标志证书规定的型号选择监控系统的传感器、断电控制器等关联设备，严禁对不同系统间的设备进行置换。

4、安装时，使用单位和机电部门必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通井下电源及控制线，在连接时必须有安全监测工在场监护。

5、模拟量传感器应设置在能正确反映被测物理量的位置，开关量传感器应设置在能正确反映被监测状态的位置，声光报警器应设置在经常有人工作便于观察的地点。

6、井下分站，应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中，安设时应垫支架，使其距巷道底板不小于300mm，或吊挂在巷道中。

7、隔爆兼本质安全型等防爆电源，宜设置在采区变电所，严禁设置在断电范围内。

8、与安全监控仪器关联的电气设备电源线和控制线在拆除或改线时，必须与安全监控管理部门共同处理检修与安全监控仪器关联的电气设备，需要安全监控仪器停止运行时须经矿主要负责人或主要技术负责人同意，并制定安全措施后方可进行。

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9、甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围必须符合标准规范。

11、传感器

①工作面甲烷传感器应距离掘进面小于5米处，垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板距离不得大于300㎜，距煤帮不得小于200㎜，报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.2% CH4，复电浓度＜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回风瓦斯传感器距回风口10—15米，垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，并应安装维护方便，不得影响行人和行车，距顶板距离不得大于300㎜，距煤帮距离不得小于200㎜，报警断电浓度≥0.8% CH4，断电浓度≥0.8% CH4，复电浓度＜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。

③为监测被控设备瓦斯超限是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。

④掘进工作面局部通风机的风筒末端宜设置风筒传感器。 ⑤局部通风机必须设置设备开停传感器。

⑥一氧化碳传感器应垂直悬挂在巷道的上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。

⑦带式输送机滚筒下风側10-15m处应设置一氧化碳传感器，报警浓度为0.0024%CO。

⑧烟雾传感器的设置

带式输送机滚筒下风侧10-15m处应设置烟雾传感器。

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12、掘进机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。

13、传感器设置图附后

十一、人员定位系统的使用与管理 1、人员定位系统的使用

我矿采用的人员定位系统型号为KJ278，分站型号为KJ278（F），电源来自于变电所，其安设在六采区西下山运料巷，在付巷绕道口各设两台分站，型号为KJ278（F）。安设在便于读卡，观察，调试，检验，顶板煤帮稳定，支护良好无淋水，无杂物的位置。

2、管理

?煤矿井下作业人员管理系统的安装、使用、维护与管理，必须符合《煤矿井下作业人员管理系统使用与管理规范》，（AQ1048-2007）的技术要求。

?煤矿安装使用煤矿井下作业人员管理系统必须取得“MA”标志准用证，严禁不同系统间的设备进行置换。

?井下分站应安装在便于读卡、观察、调试、校验、围岩稳定、支护良好、供电方便、无淋水、无杂物的地点。安设时应加垫支架，或吊挂在巷道中，使其距巷道底板不小于300mm.。

?隔爆兼本质安全型防爆电源（或带有隔煤兼本质安全型防爆电源的分站）宜设置在采区变电所，严禁设置在下列区域：

①风电、瓦斯电闭锁的断电范围内。

②低瓦斯和高瓦斯矿井的采煤工作面和回风巷内。 ③煤与瓦斯突出矿井的采煤工作面、进风巷和回风巷； ④掘进工作面内。

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⑤采用串通通风的被串采煤工作面、进风巷和回风巷。 ?下井人员必须携带识别卡。 ?识别卡严禁擅自打开。

?隔爆兼本质安全型防爆电源（或带有隔爆兼本质安全型防爆电源的分站）的供电电源必须取自被接开关的电源侧，严禁接在被接开关的负荷侧。宜提供专用供电电源。

?系统中使用的防爆设备必须有防爆合格证，并按照产品说明书的要求经检验合格、调试，在地面运行24小时后，方可下井使用。

?位置监测分站（探头）的安装位置及数量要求： ①重点区域：矿井各个行人井口、回采工作面和掘进工作面的进风巷和回风巷应成对配备分站（探头）用于监测全矿井、重点区域的人数及行走方向，成对安装的两个分站（探头）要根据覆盖半径的大小避免互相干扰。

②限制区域：可在限制区域的入口向后延伸5—15Mth 安装1个分站（探头）。

③特殊工种人员活动路线：设置分站（探头）要兼顾能监测到特殊工种人员的活动路线，确实不能兼顾的，应单独安装分站（探头）。

④各重点区域的分站或探头的位置布置应合理，保证各区域人员面中心站显示。

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⑤根据煤矿实际情况，在井底车场、中央（采区）变电所、井下炸药库、井下水仓、巷道分叉处等地点处可安装分站（探头）。

（10）必须建立瓦斯监测队、组，并配备一定的人员。 （11）监测人员都必须经过监测和通风技术专业培训经公司考核发给合格证后，方可上岗独立工作。

（12）掘进工作面都必须实现“三大闭锁”功能，但严禁对局部通风机进行故障闭锁。

（13）甲烷传感器每隔7天进行一次标定测试，调试时应携带标准气样、空气样。调试完后，必须认真填写调试维修记录。

（14）井下瓦斯监测装置发生故障时，应及时处理，在井下处理故障时，必须严格执行有关规定，并填写故障登记表，在井下无法处理时，应在24小时内更换，并投入使用，否则必须停产修复，在井下处理监控系统故障时，严禁擅自甩掉装置不用，如确需暂停装置运行时，必须经矿总工程师书面批准。

（15）瓦检员、放炮员采掘队组长每 班至少对所管辖范围内监测装置和支线电缆进行一次外观检查，发现问题及时汇报通风调度并协调处理。

第五章 质量标准化和煤质质量管理

一、质量标准化要求

1、巷道必须严格按设计要求施工，应坚持一次成巷，工程质量符合“煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法”规定。严格质量验收制度，各班组、各工序应进行自检、互检，对不合格

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工程要及时处理，工程合格后方可继续施工。 2、巷道每隔20m挂一距离标志牌。

3、各锚杆间、排距误差不大于±100mm，杆孔深误差不大于＋50mm，锚杆外露长度10-30mm，锚索外露长度150-250mm。

4、各巷掘进时，中线至任意一帮净宽误差不大于＋100mm，净高误差不大于±200mm，其他按标准化规定执行，不得小于原设计断面。

5、各锚杆钢带、托板必须与顶板紧贴，不准出现悬吊现象，否则必须修复或重新施工。

6、每班班长和验收员必须严格检查当班施工质量，发现质量事故必须严格及时处理，出井后认真填写生产、质量记录。

7、地测科及时安设激光指向仪，每班开工前，带班长必须检查中线，发现中线偏差时，必须停止掘进，及时汇报，待地测科处理后，方可继续掘进，防止出现超、欠挖现象。

8、非地测科人员严禁乱动激光指向仪和随意破坏导线点。 9、在掘进过程中必须搞好文明施工。所有工具、材料管线等应堆放、悬挂整齐，巷道内无杂物、无污泥、无积水。 10、巷道改变方向或距停头点50米时，地测科下发书面通知，及时通知有关部门和人员。当掘进工作面与原有巷道相距50米时，以及相贯通的两个头相距炮掘10米，机掘30米时，必须提前下达书面通知书，对预透点安排站岗，预透贯通前30米必须停一个头，只准一个头向前施工贯通。

11、各工种操作正规化，严格执行各工种岗位责任制。 二、煤质管理

1、若出现矸石时，煤矸必须分装分运，不准将矸石混煤中

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进入煤库，捡出的矸石，暂寄巷内一侧，再装矿车运出，确保煤质。

2、各施工人员严禁将废旧物料乱仍在巷内，严禁将矸石，废旧物料、木料、皮带条等非煤物质装入皮带运出，胶带输送机司机必须认真负责，发现非煤物质必须及时停机检查。

3、在巷内至少设置两个废物箱，用以盛装各种废旧物料和其它非煤物质，每班至少指派两人随身佩带杂物袋，捡拾巷内非煤杂物，确保煤质优良。

4、建立煤质管理制度，定期对煤质进行抽查，发现问题，及时纠正改进。

5、巷内有顶底板水时，明确专人，沿下帮挖水沟引水进入水窝并安泵排水，保证正常排水，各供排水管路不准出现滴水成线现象。以防污水进入煤中影响煤质。

6、加强职工煤质质量知识培训，形成全员关注煤质的良好氛围。

第六章 各项安全技术措施

第一节 加强局部通风管理的安全措施

1、局扇必须设专职局扇司机且持证上岗，任何人不准擅自开、停局部通风机，确保正常运转，并悬挂局扇管理牌和专职局扇司机牌。不得出现无计划停风，有计划停风的必须办理专项申请，经矿总工程师批准，并附有安全措施。

2、工作面通风方式采用压入式，局扇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，且该段巷道风

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速、瓦斯符合《规程》规定，局扇不得发生循环风。工作面局部通风机安设位置按图所示，通风科应现场标定，该处进风不小于局部通风机的吸风量。局部通风机装置设备齐全，风机必须吊挂或置于专用的通风机架上，并且距底板的高度不小于0.3m。两台局部通风机必须错开一定的距离,且严禁安设在一条直线上。局部通风机吸风口附近10米范围内的进风巷严禁堆放杂物。

3、工作面必须设置同等能力的备用局扇，备用局扇电源必须取自另一路电源。主、备扇必须使用自动切换开关和自动切换风筒三通连接，实现自动切换。

4、局部通风机供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电器设备实行“风电闭锁”，施工单位每天对“风电闭锁”进行检查；掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”，监控工每天对“瓦斯电闭锁”进行检查，并有记录可查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。

5、使用局扇供风的地点必须实行风电闭锁，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。

6、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒出风口到工作面的距离不得大于10米，且迎头不落地。

7、风筒接头严密（手距接头处0.1米处感到不漏风），无破口（末端20米除外）。无反接头，软质风筒要反压边。迎头风筒不得落地，破损的风筒及时修补或更换，无跑漏风、无用铁丝穿扎风筒等现象，以保证工作面的风量符合要求。

8、风筒吊挂平直，逢环必挂；风筒拐弯处设正规风筒弯头

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或缓慢拐弯，不准拐死弯。异径风筒接头使用过渡节，先大后小，不准花接。风筒实行编号管理。

9、风门等通风设施周围5米范围内巷道支护要良好，无杂物、积水、淤泥。人员、物料通过风门时严禁将两道风门同时打开。风门打开后要及时关闭，以防风流短路。发现通风设施损坏及时汇报矿调度或通风调度。

10、科队长、班组长、跟班领导、技术员、电钳工每班必须携带便携式瓦斯自动监测报警仪，机组司机工作前必须将便携式瓦斯报警仪吊挂于机组上方锚杆上，随时观测瓦斯浓度。

11、使用局部通风机，无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源进行处理，恢复通风前检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度不超过0.4%，方可人工开动局部通风机。开启局部通风机，严格按《煤矿安全规程》第一百二十九条、第一百四十一条规定执行。

12、甲烷传感器必须随工作面向前推进及时前移，确保吊挂位置符合要求，具体由各班班长负责向前移，确保工作面瓦斯超限及时报警断电。

第二节 防尘安全技术措施

1、必须定期对掘进巷道煤尘进行清理洒水。冲洗巷道积水，水压不得低于0.4Mpa，流量不少于18L/min，单位表面积用水量不少于1.5L/m。

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2、煤岩电钻（湿式风镐）的供水压力不低于0.29Mpa，每台供水量不得小于2L/min。

3、打贯眼放炮时，放炮喷雾水压不得低于0.735Mpa，每个喷嘴流量不小于15L/min。

4、掘进工作面必须有完善的洒水系统，距工作面50m范围内必须安装一道水幕，净化水幕的水压不低于0.39Mpa，每个喷嘴流量不得小于4.5L/min，如打贯眼时，距工作面10—15m处必须设置放炮喷雾装置，放炮时，先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min，放炮前、放炮后煤头必须洒水。

5、掘进工作面各转载点喷雾设施的操作阀，必须设置或用高压胶管引接到人行道侧。

6、掘进工作面巷道必须定期冲洗，不得有煤尘堆积，距离工作面20m范围内的巷道每班至少冲洗一次，20m以外的回风巷道至少每三天冲洗一次。

7、煤仓应保持一定的存煤，不得放空。

8、冲洗巷道的供水，水压不得低于0.4Mpa，流量不少于18L/min,单位表面积用水量不得低于1.5L/㎡。

9、打锚杆眼必须实施湿式钻孔。

10、距锚喷作业地点下风流方向100m内应设置两道以上风流净化水幕，且喷射混凝土时工作地点应采用除尘器抽尘净化。

11、合理控制井下风速、风速过大或过小都对防尘不利。

第三节 隔爆安全技术措施

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1、掘进工作面必须设置隔爆水棚，采用集中式辅助水棚，并设置在巷道的直线段内。

2、水棚与巷道交叉口，转弯处的距离保持在50—70m，与风门的距离须大于25m。

3、掘进工作面应设多组水棚，每组间距不得大于200m，第一排水棚与工作面的距离，必须保持在60—200m的范围内。

4、水棚的水量按巷道面积计算，主要隔爆水棚不小于400L/m，辅助水棚不小于200L/m。

5、集中式辅助水棚的棚区长度不小于20m，水棚排距1.2—3m，水袋之间的间隙以及与巷壁之间的间隙之和，不得大于1.5m，水袋边与巷壁、锚杆、顶板、构筑物之间的距离不得小于0.1m，水棚距巷道轨面不应小于1.8m，水棚应保持同一高度，需要挑顶时，水棚区内的巷道断面应与其前后各20m长的巷道断面一致。

6、吊挂水棚的挂钩应采用直径4—8㎜的圆刚，挂钩角度≥65°，钩长2.5㎝相向吊挂。

7、水棚要挂牌管理，牌板要有巷道名称、断面、单个水袋的容量、水袋数量、总水量等，明确专人管理和维护，要经常水袋的完好和规定水量，并每半月检查，添加补充一次。

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第四节 防止火灾危害的安全技术措施

1、所有皮带必须使用阻燃皮带，每部皮带头必须准备两台干粉灭火器，皮带头宽敞处必须有盛0.5m砂的砂箱和两把铁锹。

2、严禁将油倒入巷内，检修用完的绵纱必须由本班检修工

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下班时送出地面处理。

3、胶带输送机头和机尾必须安装清煤器，浮煤必须及时清理干净，防止摩擦起火。

4、严禁明火操作，严禁将引火带入井下。

5、电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。

6、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必须装入铁桶内密封回收至地面，严禁随地泼洒。

7、任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报矿调度室。矿调度室在接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班调度和在现场的跟班领导、队长、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员利用一切工具器材进行直接灭火。

第五节 巷道贯通安全技术措施

1、用爆破的方法贯通巷道时，必须有准确的测量图，每班在图纸上标明进度，当贯通的工作面剩余距离为20m时，地测科必须事先下达贯通通知书，并且只准从一个工作面向前接通，停掘的工作面必须保持正常通风，经常检查风筒是否脱节，还必须

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经常检查工作面及回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次装药放炮前，班组长必须派专人和瓦斯员共同到停掘的工作面检查回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，立即停止工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在两工作面及其回风巷风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下时，工作面方可装药放炮，但每次放炮前，两顺槽必须设置栅栏和专人警戒，距爆破地点直线警戒距离不小于75m，弯道警戒距离不小于50m。

2、间距小于20m的平行巷道，其中一个巷道放炮时，两个工作面人员都必须撤到安全地点。

3、综合机械化掘进巷道工作面在相距50m前，必须停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作，贯通安全技术措施同爆破贯通安全技术措施。

4、贯通后，对前一贯眼立即进行临时封闭，并随即移风机，抓紧时间密闭前一贯眼。

5、贯通前必须提前对预透点进行加固，否则不得掘进贯通。 6、每次放炮前班组长必须安排专人到能通往贯通地点及放炮地点的所有通道口进行站岗截人。 7、巷道贯通时要制定贯通措施。

第六节 运输安全技术措施

1、皮带溜子和必须有可靠的声光信号联系，皮带溜子和绞车司机必须集中精力，严格按信号开停，未听清信号，未听清信号一律按停止信号处理，信号必须灵活，否则严禁开车。

2、溜子、绞车必须打好可靠的压柱或地锚，并由安监部门

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做拉拔实验。

3、严禁任何人放飞车、踏溜子、乘坐皮带。矿车停稳后方可摘挂钩， 胶带输送机每隔100m必须安装牢固可靠的挡人装置，并写明 “严禁乘坐皮带”， 严禁使用胶带输送机运送物料，在行人经常跨越皮带和溜子的地点设置过桥。

4、皮带、溜子、绞车等设备的安装零部件齐全，紧固达到完好，杜绝失爆，确保正常运转。皮带三联滚、直滚齐全、有效，能正常运转，并装有跑偏滚，各种皮带保护设施齐全并正常使用。皮带机头、机尾必须备有灭火器、沙箱且数量符合规定满足使用。溜子铺设平直，皮带、溜子机头要经常保持清洁，上面不准有浮煤。

5、钢丝绳直径减少量达到10%，以及钢丝绳严重弯曲、变形或其它损伤时必须更换。钢丝绳必须用卡子卡紧，

6、严格执行“开车不行人，行人不开车”制度，坡上使用好“一坡三挡”等安全设施，设施齐全有效，除矿车通过时必须处于常闭状态。

7、胶带输送机及溜子的液力偶合器，必须加注水介质，其易熔塞、易熔片必须安装齐全，严禁采用木塞堵死。

8、处理皮带和溜子事故时，必须停止溜子和皮带运转，将开关打到“零”位，并闭锁开关，以防发生意外伤人事故。

9、溜子断链后，必须使用吊链紧链，不准采用其它方式紧链。

10、胶带输送机头尾滚子及皮带下的浮煤必须及时清理，清理时必须停止皮带运转，严禁用手掏卡在辊子处的煤矸。 11、在日常工作中必须加强运输设备的检查，发现问题未经

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