XXX矿胶带大巷掘进作业规程

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 目 录

目 录

第一章 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水文情况 ....................................................................................................... 4

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 ....................................................................................... 4 第二节 地质构造及煤(岩)层赋存特征 ................................................................................................ 4 第三节 水文情况 ................................................................................................................................... 7 第三章 巷道布置及支护说明 ....................................................................................................................... 9

第一节 巷道布置 ................................................................................................................................... 9 第二节 矿压观测 ................................................................................................................................... 9 第三节 支护设计 ................................................................................................................................. 11 第四章 施工工艺 ......................................................................................................................................... 18

第一节 施工方法 ................................................................................................................................. 18 第二节 凿岩方式 ................................................................................................................................. 19 第二节 爆破作业 ................................................................................................................................. 20 第三节 装、运（岩）方式 ................................................................................................................. 21 第四节 管线及轨道敷设 ..................................................................................................................... 22 第五节 设备及工具配备 ..................................................................................................................... 23 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 ..................................................................................................... 24

第一节 劳动组织 ................................................................................................................................. 24 第二节 循环作业 ................................................................................................................................. 25 第三节 主要经济指标 ......................................................................................................................... 26 第六章 生产系统 ......................................................................................................................................... 27

第一节 通风系统 ................................................................................................................................. 27 第二节 压风系统 ................................................................................................................................. 29 第三节 瓦斯抽放 ................................................................................................................................. 30 第四节 防尘系统 ................................................................................................................................. 30 第五节 防灭火 ..................................................................................................................................... 31 第六节 安全监测系统 ......................................................................................................................... 32 第七节 供电系统 ................................................................................................................................. 35 第八节 排水系统 ................................................................................................................................. 37 第九节 运输系统 ................................................................................................................................. 37 第十节 照明、通讯和信号系统 ......................................................................................................... 38 第七章 灾害预防与避灾路线 ..................................................................................................................... 39 第八章 安全技术措施 ................................................................................................................................. 42

第一节 施工准备 ................................................................................................................................. 42

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 目 录

第二节 “一通三防”管理 ..................................................................................................................... 42 第三节 顶板管理 ................................................................................................................................. 46 第四节 爆破管理 ................................................................................................................................. 49 第五节 防治水管理 ............................................................................................................................. 53 第六节 机电管理 ................................................................................................................................. 53 第七节 运输管理 ................................................................................................................................. 59 第八节 冲击地压管理 ......................................................................................................................... 64 第九节 其它 ......................................................................................................................................... 64

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第一章 概 况

第一章 概 况

第一节 概 述

一、巷道名称:

X矿胶带运输大巷。

二、掘进目的及巷道用途：

掘进目的是为形成X矿主煤流，同时兼作通风、行人巷道。

三、巷道设计长度及服务年限：

1、X矿胶带运输大巷设计长度1920m。

2、服务年限：30年。

四、预计开、竣工时间：

掘进工作面自2012年10月1日开工，预计2015年6月份竣工。

第二节 编写依据

一、采区设计说明书及批准时间

《X矿集团X矿（XXX）初步设计说明书（修改）》，批准时间为2012年5月。

二、地质说明书及批准时间

地质说明书名称为《X矿胶带运输大巷地质说明书》，批准时间为2012年2月1日。

三、矿压观测资料

根据工作面掘进矿压观测资料、相邻的X矿回风大巷掘进矿压观测资料及其他相同地质条件下的矿压观测资料，表明顶板压力大，煤层松软破碎。

四、验收规范

《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程验收规范》(GB 50511-2012)、《煤矿井巷工程质量检验收规范》（GB50213-2012）及其它有关规定。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第二章 地面相对位置及地质水文情况

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

表2.1 地面相对位置及邻近采区开采情况表

水平名称 地面标高（m） -1020 m水平 ＋38.5m～＋40.5 m 巷 道 名 称 井下标高（m） X矿胶带运输大巷 -925m ～ -1018.2m 地面的相对位置该巷道位于风井井口东北侧90m，方位40°，巷道掘进穿过范围的地面相对位置为及建筑物 侯庄、XXX镇，其余为农田。 井下位置及四邻该巷道位于X矿回风大巷东南侧32.5m，东临X矿轨道大巷，目前还未施工；西邻采掘情况 X矿回风大巷，目前已施工200m。除此外，附近无其它采掘活动。 第二节 地质构造及煤(岩)层赋存特征

表2.2 地层及煤层情况

该巷道穿层掘进，依次穿过中砂岩、泥岩、粉砂岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩、中砂岩、泥岩、砂质泥岩、泥岩、细砂岩、泥岩、砂质泥岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩、粉砂岩、泥岩、细砂地 层 及 煤 层 情 况 粉砂岩 泥岩 粉砂岩 细砂岩 中砂岩 泥岩 砂质泥岩 泥岩 细砂岩 泥岩 2.6 1.7 3.6 2.4 4.1 0.8 1 1.4 4.3 3.82 岩、泥岩、粉砂岩、泥岩、粉砂岩、泥岩、煤2、粉砂岩、煤3、细砂岩、粉砂岩。详细描述如下： 岩石名称 中砂岩 泥岩 厚度（m） 2.1 5.8 填方解石见滑面 灰色、参差状断口、充填方解石、含植物叶化石 灰绿色、褐紫色、团块状参差状断口 灰色、薄层状、均匀、参差状断口、含植物叶化石、具细小垂直裂隙 浅灰绿色、呈斜层理、以石英为主、次圆状 浅灰色、呈斜层理、以石英为主、分选中等、钙质胶结 灰绿色、褐紫色、团块状参差状断口 浅灰色参差状断口具裂隙充填方解石 灰色、团块状参差状断口、具滑面 浅灰绿色、呈斜层理、以石英为主、次圆状、充填方解石 灰色、团块状参差状断口、具滑面 岩 性 特 征 浅灰色、呈斜层理、以石英为主、分选中等、钙质胶结 灰色、褐紫色、灰绿色、平坦状块状、参差状断口、上部含少量砂质、充 4

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第二章 地面相对位置及地质水文情况

表2.2 地层及煤层情况（续） 砂质泥岩 泥岩 1.38 浅灰色参差状断口具裂隙充填方解石 灰色、浅灰色、团块、状参差状断口、具裂隙及滑面、半充填方解石、含3.92 植物根部化石 浅灰色、层状、参差状断口、中夹泥岩薄层，具裂隙,含植物茎化石、未粉砂岩 地 层 及 煤 层 情 况 煤3 5.5 煤2 粉砂岩（老顶） 泥岩 2.5 粉砂岩 7.5 泥岩 2 泥岩 3.4 细砂岩 粉砂岩 泥岩 1.8 浅灰色、平坦状断口，中央夹细砂岩薄层，含植物茎叶化石 深灰色、块状、参差状，平坦状断口，具滑面及裂隙,未充填，含植物茎1.88 化石 细砂岩 泥岩 1 浅灰色、呈波状斜层理、分选中等、具裂隙，半充填 0.8 浅灰色、团块状，具滑面 1.3 充填 1 浅灰白色、以石英为主，次为长石，分选中等，具垂直裂隙，充填方解石 灰色、参差状断口，局部含砂质，见砂质包裹体，具滑面及裂隙，充填方解石，含植物茎化石 灰色,呈波状层理，参差状断口，中夹细砂岩薄层，具裂隙，充填少量方粉砂岩 2.3 解石及黄铁矿散晶，局部岩芯破碎 灰色、参差状断口，局部含砂质，见砂质包裹体，具滑面及裂隙，充填方解石，含植物茎化石 灰色,呈波状层理，参差状断口，中夹细砂岩薄层，具裂隙，充填少量方解石及黄铁矿散晶，局部岩芯破 灰色、参差状断口，局部含砂质，见砂质包裹体，具 滑面及裂隙，充填方解石，含植物茎化石 0.6 灰色、团块状，参差状断口，含吩咐植物根化石，具滑面 灰色,呈波状层理，参差状断口，中夹细砂岩薄层，具裂隙，充填少量方7.72 解石及黄铁矿散晶，局部岩芯破 黑色，褐黑色条痕，条带状结构，以亮煤为主，次为镜煤，暗煤，内生裂隙发育，阶梯状断口，玻璃光泽，属半亮基煤。 灰色、灰白色，呈波状层理，以石英为主，次圆状，分选中等，具裂隙，细砂岩（老底） 7 半充填方解石。 浅灰色，薄层状，呈波状层理,，平坦状、参差状断口，中夹细砂岩薄层，粉砂岩 5 具裂隙，半充填方解石。 5

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第二章 地面相对位置及地质水文情况

表2.3 地址构造情况

地 质 构 造 情 况 XF13 构造 名称 走 向 ( °) NW 倾 向 倾 角 SW ( °) 70 性 质 落 差 （m） 对掘进的 影响程度 大 揭露控制情况 该巷道掘进将穿过XF13正断层，该断层位于本区南部，倾向南西，倾角70°，落差0～60m，有5条地震测线穿过，其中A级断点3个，B级断点2个，该断层在区内延展长度1800m，属可靠断层。根据煤层底板等高线，推测X矿胶带大巷掘进穿过该断层时，断层落差为19.2m。 该巷道掘进不受岩浆侵入体、岩溶陷落柱和古河流冲刷的影响。 X矿胶带大巷掘进范围内煤岩层倾向310°～340°，赋存产状稳定，平均倾角5°。该巷道掘进揭露煤层后，沿3煤层顶板掘进。3煤属较稳定煤层，结构较简单，一般含夹石0～4层，夹石岩性多为炭质泥岩及泥岩，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，煤层底板为泥岩和粉砂岩，个别点为细砂岩。 正断层 0～60m 查 明

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第二章 地面相对位置及地质水文情况

第三节 水文情况

表2.4 水文地质情况及探放水措施 一、水文地质条件 1、M9含水层： 平均厚6.3m，属弱含水层，静储量有限，与深部含水层无水力联系，预计揭露后涌水量为1m3/h，对掘进影响不大。 2、M10含水层： 平均厚4.1m，属弱含水层，静储量有限，与深部含水层无水力联系，预计揭露后涌水量为1m3/h，对掘进影响不大。 水 文 3、3煤层顶、底板砂岩裂隙含水层 该含水层为开采3（3上）煤层的直接充水含水层。3煤层顶板砂岩含水层累计厚度7.00～35.90m，平均20.08m。底板砂岩含水层平均厚度24.81m。本区共有66个孔穿过该层位，漏水孔12地 个，漏水孔率18.2％，且大多分布在井田南部。区内对3砂含水层抽水试验10多次，抽水试验结质 果表明3砂含水层富水性较弱，目前大部份抽水试验资料无丢失，仅报告文字中对单位涌水量记载，从现有的5次3砂抽水试验结果来看，3砂含水层单位涌水量为0.0011～0.0252L/s.m，因为1号井情 L4-5号孔是3砂漏水孔抽水时，水量较大（单位涌水量q=0.0252 L/s.m），其余近10次抽水试验均表明3砂含水性较弱，单位涌水量q<0.01 L/s.m。因此3砂含水层总体来说富水性弱，补给条件不况 良，仅局部在构造裂隙发育段富水性强，水位标高+35.10m（1994年9月6日）～-10.30m（2006及 年4月），由于周边煤矿开采3煤时，对3砂的排水，3砂水位已整体大幅度下降，这点对XXX煤田的3煤开采并无影响。 探 放 4、三灰岩溶裂隙含水层： 三灰厚3.20-7.35m，平均5.02m，全区稳定。浅灰-深灰色，局部含泥质和燧石结核，含丰富的海百合茎、蜓科及少量腕足类化石，岩溶裂隙较发育，被方解石充填或半充填，属岩溶裂隙含水水 层，三灰上距3煤平均87m左右，对3煤开采无影响，主要是建井期间大巷揭露出水。井田内对三措 灰含水层抽水多次，从现在掌握的有抽水试验资料的4次抽水试验来看，三灰含水层富水性弱至中等，单位涌水量q为0.0022-0.1338L/s.m，矿化度3.929-4.132g/L，水质类型SO42-—K++Na.、Mg、施 Ca和SO42-—K++Na+，水位标高+34.54(1996年 8月) ～-8.70m（2006年4月）三灰水位整体有所下降。 5、XF13断层构造水 该巷道掘进将穿过XF13正断层，该断层位于本区南部，倾向南西，倾角70°，落差0～60m。根据煤层底板等高线，推测X矿胶带大巷掘进穿过该断层时，断层落差为：19.2m。导水性不明。需要提前钻探查明其导水性。 6、老空水 该巷道掘进不受老空水威胁。 7

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第二章 地面相对位置及地质水文情况

表2.4 水文地质情况及探放水措施（续） 二、掘进巷道三灰安全隔水层厚度计算 水 文 根据副井井检孔三灰抽水试验静水水位+29.50m计算，巷道掘进最低标高为-1018.2m，隔水层厚底按主、副井综合柱状图61.2m，计算底板隔水层承受的水头压力为11.06MPa。 L(r2L2?8KpP?rL) 据公式: t= ＝16.06 ………Ⅰ 4Kp地 质 情 况 及 探 放 水 措 施 t——安全隔水层厚度（m）； L——巷道底板宽度（m）； r——底板隔水层的平均重度（MN/m3）； Kp——底板隔水层的平均抗拉强度（MPa）； P——底板隔水层承受的水头压力（MPa）； 式中：L=4.4m；r=0.025MN/m3；Kp=0.4 MPa；P=11.06 MPa。 据Ⅰ式得ｔmax=16.06m<61.2m。 故正常块段掘进不受底板三灰水威胁。 三、涌水量预计 预计掘进通过M9含水层时，涌水量为1 m3/h，掘进通过M10含水层时，涌水量为1 m3/h，沿3煤顶板掘进时，正常涌水量为5 m3/h。穿过XF13正断层时，预计最大涌水量为30 m3/h 四、防治水措施 1、 严格执行“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，对巷道掘进前方XF13正断层超前30m探查治理后才可掘进通过。 2、巷道低洼处及时施工水仓并安设排水能力不小于50 m3/h的管路及设备，且保证正常运转，及时清挖水沟保证水流通畅。 3、掘进过程中加强水情观测，若有异常，及时汇报并采取措施处理。 最大涌水量 50m3/h 正常涌水量 7m3/h 影响掘进的其他地质情况 瓦 斯 绝对涌出量：CH4：0.29 m3/min；CO2：0.65m3/min。 煤(矿)尘 具有爆炸危险性，爆炸指数为37.55%。 煤的自燃 矿井3（3上）煤层属于一类容易自燃煤层，发火期为4～8个月。 地 温 地温为28.5℃，地温梯度为0.99℃/100m。 地 压 无资料。 1、巷道爆破成形、出矸后，应及时初喷，封闭岩面，防止岩石吸水膨胀。穿过泥岩时或换层时，问 题 建 议 应加强支护。 2、巷道初次揭露3煤，应加强瓦斯监控与放炮、通风管理。 3.在掘进中如发现有下列征兆时要立即撤出人员并向调度室汇报:如煤层变湿，松软；煤帮出现滴水，淋水；矿压增大，底板鼓起；产生裂隙等。 8

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第三章 巷道布置及支护说明

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

X矿胶带运输大巷位于煤仓按0°腰线40°方位角施工平巷80m作为机头硐室，再按-16°腰线施工278.8m见煤，，然后沿煤层顶板掘进1562m止，总工程量为1920m。自P-5点前施工531米遇断层XF13，自P-5点前施工1281米遇断层F6，自P-5点前施工1350米遇断层F5，自P-5点前施工1705米遇断层XF15，施工水平巷道1641.2米，全长共计1920米。

1、巷道形状为矩形， B宽=4.6m，B净=4.4m，H荒=3.3m，H净=3.2m。S荒 =15.18m2 ，S净 =14.082.

2、架棚巷道断面：B上荒宽=4260m，B腰宽=3.4m，B上净宽=4.0m ，B下净宽=4.56m， H净高=3.2m。

3、躲避峒：为确保施工时的运输安全，设计约每40m在顶板完整处，巷道左帮施工深1.5m的躲避峒，巷道形状为矩形，B净=2m，B荒=2 .2m，H净=3.2m，H荒=3.3m，S掘=7.26m2，S净=6.4m2，净深=1.5m，喷体厚度100mm。

4、水仓断面规格：净断面1--1为深×宽×高=2m×4.4m×3.3m；净断面2--2为深×宽×高=3m×4.4m×4.8m（巷道掘够5米后，要对水仓后3米进行起底，起低深度为1.5m）。

附图1：《X矿胶带大巷工作面巷道平面布置图》 附图2：《锚网巷道永久支护断面图》 附图3：《架棚巷道永久支护断面图》 附图4：《躲避峒永久支护断面图》 附图5：《水仓永久支护断面图》

第二节 矿压观测

一、观测

1、矿压观测对象。 2、矿压观测内容和测点布置

内容：表面位移观测和顶板离层观测。

测点布置：开门后50米设立测站，每200米一个测站，测站内50米一个测点，设置表面位移测点和顶板离层测点，观测时间一月内每天观测一次，一月后每周观测一次，观测结果整理、分析、存档，同时，根据分析结果，优化以后支护参数。 3、观测工具：直、刚、皮尺，顶板离层仪，埋设部分压力盒。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第三章 巷道布置及支护说明

4、观测人员责任落实：由施工单位测量负责观测，将结果上报矿矿建部。

二、锚杆锚固力检测

掘进中，每班安注的锚杆要用扭矩扳手和液压测力计逐根进行检测，凡扭矩力达不

到120N.m的锚杆要当班补打安装，并将检测结果记入专用记录本中备查。

三、顶板离层监测

1、顶板离层检测仪的布置：

施工过程中，选用LBY-3型顶板离层检测仪（矿方提供），自开门口处开始，在巷道顶板中部每50m到100m安设一台，各开门口及交岔门口处布置一台顶板离层检测仪。

2、顶板离层检测仪的安装：

（1）用直径36mm的钻头在顶板上打400mm深的眼，再用直径28mm的锚索钻头打5600mm深的眼，眼深共6000mm。

（2）用锚索钻杆将上部锚固器推至眼底，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。 （3）用锚索钻杆将中部锚固器推至顶板以上4000mm位置处，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。

（4）用锚索钻杆将下部锚固器推至顶板以上2000mm位置处，轻拉一下钢丝绳，确认锚固器已固定。

（5）将套管组件插入钻孔口，确保三个刻度尺移动顺畅，不受任何卡阻。 （6）将粗径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。

（7）将中径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。

（8）将细径刻度尺用与其相连的钢丝绳固定好，刻度尺外露10cm左右，截去多余的钢丝绳，确认刻度尺不受卡阻。

（9）记录下固定点与粗径刻度尺之间、粗径刻度尺与中径刻度尺之间，中径刻度尺与细径刻度尺之间的的三个数据，即为顶板离层指示仪的初始数据。

3、数据检测及资料整理分析：

（1）巷道内要悬挂顶板离层指示仪管理牌板，每10天由技术员或兼职人员进行填写，内容齐全，文字清晰。

（2）区队内要有正规的顶板离层指示仪检测记录表，由技术员或兼职人员填写，技术员或兼职人员上井后要及时填写，一式两份，每月向矿矿建部送交一份备查。

三、巷道表面位移观测

施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，工作面掘出10m后设一组检测断面，两组检测断面间的距离为20m，每组检测断面设4个检测点，即顶板、底板及两

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第三章 巷道布置及支护说明

帮各设一个，每24h由技术员或安全检测员检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查，每个检测点自设立之日起，连续检测时间不少于60天。

第三节 支护设计

一、支护方式

自X矿胶带运输大巷变坡点处至迎头278.8米开始，巷道开始沿煤层顶板掘进，巷道支护方式： 1、临时支护

巷道临时支护采用吊环前探支架。前探梁采用4寸的钢管2根，长度均不少于4m，

用锚杆和吊环固定，前探梁间距不大于2.6 m，吊环用直径159mm的钢管制作，吊环钢管长50mm，吊环内挖孔焊接高强螺帽，每根前探梁用不少于2个吊环固定，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支护巷道锚杆长度，每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚固力不小于120KN/根，木板规格：4.2m×0.2m×0.05m，用2块木板和小杆配合小楔接顶背实。 2、永久支护

（1）顶部采用高强锚杆、锚索、W钢带，配合经纬网支护，W钢带排距800mm，锚杆间排距为800mm×800mm；锚索间排距为1000mm×800mm，锚索施工在W钢带中间。 （2）两帮采用等强锚杆、锚索、W钢带，配合经纬网支护，锚杆间排距为700mm×800mm, 第一根锚杆布置在顶板下200mm处，向下按0.7m的间距布置其他4根，共布置5根锚杆，第一根锚杆上仰15°、第五根锚杆下倾15°；帮部锚索间排距为1400mm×1600mm， 第一根锚索布置在顶板下1.4m处，向下按1.4m的间距布置第二根锚索，第二根锚索距底板0.5m，隔排施工，帮部两根锚索均与顶板成30°仰角。（具体见平剖图）

（3）顶板破碎时，缩小钢带间距为600mm，顶板锚杆间排距为800mm×600mm；锚索间排距为1000mm×600mm，锚索施工在W钢带中间；帮部锚杆间排距为800mm×600mm，帮部锚索间排距为1400mm×1200mm。

（4）锚杆、锚索应横向成排，纵向成线。顶部锚索按每排3根布置，间距为1m，边上锚索到荒帮距离1.3米；当两帮移进量大于0.3m时，在两帮加打锚索梁进行加强支护。

3、架棚巷道支护

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第三章 巷道布置及支护说明

（1）架棚巷道临时支护

当顶板破碎及过断层时，锚网索支护达不到支护要求，必须采取锚网索钢带喷浆支护及架棚双重支护。

架棚巷道均采用前探支架做临时支护。前探梁由3根Л型钢，长度不得小于3.5m，每根设3个吊环固定，间距为800mm，前探梁必须紧随迎头前移，且必须用背板接实顶板，并保证牢固可靠。

（2）架棚巷道永久支护

施工中，当顶板压力大或过断层时，锚网索支护达不到支护要求，采用锚网索支护下同时套支4.4m开口的梯形铁棚作永久支护（复合支护），棚距0.8m，扎角5°，铁棚使用12＃矿工字钢焊制，棚梁净里长4.0m，棚腿长3.4m，棚腿上端焊12＃槽钢，防止棚梁因受压滑落，规格与棚梁相配套，下端焊制钢板，防止棚腿受压下沉，规格与棚腿相配套，6根小杆背顶，小杆均匀布置，靠近两帮的小杆要压肩，相邻支架间必须用拉钩固定，撑棒每帮各三根，第一根支在棚口处，第二根位于棚口以下0.3m处，第三根位于棚口以下1.8m处，顶部用小杆加实背牢，不能有重楔，工字钢棚要与巷道坡度一致且迎山有力。

4、锚杆支护参数： （1）锚杆长度计算

按加固拱原理确定锚杆参数

锚杆长度：L=N（1.1+B/10）=0.7×（1.1+5.2/10）=1.134m 式中：B——巷道或硐室跨度， m；

N——围岩稳定性影响系数，不稳定围岩：N=0.7 （2）锚杆株距、排距计算

设株排距相等，均为a，则：a=式中：a-锚杆株排距，m；

Q——锚杆设计锚固力，120KN/根； L3——锚杆有效长度，1.134m；

r——被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3； K——安全系数，一般取K=2。 a=1.322（m）

120Q= 2?1.134?25.48KL3r 12

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第三章 巷道布置及支护说明

通过以上计算可知，施工时顶板选用直径22mm、长度2400mm的高强预应力左旋无纵筋螺纹树脂让压锚杆，锚杆间排距800mm×800mm，能够满足设计要求。

5、锚索支护参数

巷道施工过程中，要采用锚索加强支护，锚索施工在W钢带空档内，排距为0.8m，间距为1.0m。

（1）确定锚索长度：

L=La+Lb+Lc+Ld 式中 L——锚索总长度

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，取2m； Lc——上托盘及锚具的厚度，取0.2m； Ld——需要外露的张拉长度，取0.3m； 按GBJ-1985要求，锚索锚固长度La按下式确定： La ≥K ×d1fa 4fc式中K—安全系数，取K=2；

d1——锚索钢绞线直径，取21.6mm；

fa——钢绞线抗拉强度，N/mm2（1920MPa，合1883.52N/mm2）； fc——锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。 则

La ≥2×21.6×1883.52=2034.2016mm=2m

4×10取La=5.7m，则 L=5.7+2.0+0.2+0.3=8.2m 设计取锚索长度为8.2m。

（2）锚索倾角：锚索垂直巷道顶板安装布置。 （3）锚索数目的确定： N=K× 式中N——锚索数目；

K——安全系数，一般取2； P断——锚索的最低破断率，353KN； W——被吊岩石的自重，KN；

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W P断X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第三章 巷道布置及支护说明

W=B×Σh×Σr×D

式中B——巷道掘进宽度，取最大宽度4.6m进行计算 Σh——悬吊岩石厚度，取2.5m；

Σr——悬吊岩石平均容重，19.992KN/m3。

D——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取2.0m。

则W=4.6×2.5×19.992×2.0=367.8528KN=431.8KN，

N=2×431.8/353=2.44根

通过以上计算：巷道安注锚索时，锚索间排距为1000mm×800mm，每排3根，即可满足要求。所以此巷道锚索布置为：间距1.0m，排距0.8m范围内布置3根锚索。故锚索布置完全满足设计要求。

附图6：《锚网巷道临时支护平、剖面图》

7、支护形式及材料规格：

（一）支护形式

（1）X矿胶带运输大巷采用锚杆（索）+W钢带+金属网联合支护。

（2）巷道两帮采用等强锚杆配合锚索支护，W钢带采用两根1.8m钢带搭接使用。 （二）支护材料及规格：

1、顶板锚杆采用Ф22×2400mm高强预应力左旋无纵筋螺纹树脂锚杆，每根锚杆使用2支MSK2350树脂药卷锚固，托盘规格为150mm×150mm×10mm弧面蝶形钢板托盘，弧高30-40mm，锚杆锚固力不小于120KN，扭矩不小于200N·m，锚杆外露为30-50mm，锚杆使用让压管、减摩垫圈。

2、锚杆采用Ф22×2400mm等强树脂锚杆，每根锚杆使用2支MSK2350树脂药卷锚固，托盘规格为150mm×150mm×10mm弧面蝶形钢板托盘，弧高30-40mm，锚杆锚固力不小于120KN，扭矩不小于200N.M，锚杆外露为30-50mm。

3、锚索采用Ф21.6mm×8200mm钢绞线，使用4支MSK2350树脂药卷锚固，托盘规格300mm×300mm×16mm弧面蝶形钢板托盘，弧高50-80mm，初锚力不小于280KN，锚索外露150-300mm。

4、金属网采用Ф6.5mm冷拔钢筋经纬网，网格100mm×100mm，网片规格1700mm×900mm，压茬搭接，搭接长度100mm，12#铁丝双股扭结三角形绑扎联接，联接扣距不大于200mm。

5、喷砼强度C25，喷体厚度100mm,迎头顶板初喷（岩巷），煤巷拖后迎头300米对顶板、帮部进行复喷，喷浆厚度均匀，盖网严密，无露筋现象，达到设计要求。

6、W钢带

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钢带成型宽度275mm，顶板采用275mm×4400mm×3.0mm的W钢带，帮部采用275mm×1800 mm×3.0mm的W钢带，搭接使用。

6、支护材料每 m用量

高强锚杆7.5套，等强锚杆12.5套，树脂锚固剂65块，金属网12.7m2，W钢带1.25套（每套钢带由1根4.4m的顶板钢带、4根1.8m的帮钢带组成），锚索6.25套（Ф21.6mm×8200mm）。

7、物料存放

现场至少备有100套锚网索支护的材料、10根点柱和10架工字钢棚及背顶、背帮材料。并在迎头外100m范围内的料场中挂牌管理，分别存放，码放整齐，并与铁路间的安全间隙不小于0.5m。

（三）锚杆安装工艺 1、打锚杆眼

打眼前，首先严格按照中线检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；然后用长把工具（大于等于2.5米）找掉顶帮上的活矸危岩，将前探支架逐根移到迎头，铺好网，再在网下放好W钢带，并用小杆、木楔将网和W钢带加紧加牢，使之严密接顶；根据W钢带上的眼孔布置锚杆眼位，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度2.35m,打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。打眼前，必须在前探支架的掩护下由外向里先顶后帮的顺序进行，严禁空顶作业。

2、准备工作

检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，对不合格的锚固剂一律不准使用。

3、安装锚杆

1）打孔，用锚杆机打2350mm深的钻孔。

2）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位。利用锚杆搅拌器通过锚杆机的上推力把数脂药卷推入孔中直到锚杆托盘离顶板20mm左右，注意在上推时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。

3）完成第二步后，迅速旋转锚杆15～20秒（旋转搅拌时不要施加推力），然后顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板（托盘离顶板的间隙5mm左右）。

4）停：完成搅拌后停止60～120秒钟左右让树脂充分凝固。

5）上紧螺母：旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。

6）用扭矩放大器或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装应力。

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锚杆安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固）四紧（紧固螺母）

在安装过程中要严格按安装步骤安装。否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象。这会大大影响锚杆支护效果甚至失效。

（四）锚索安装工艺

1）钻孔深度大于锚索长度（从托盘到锚索前端的距离）5～10 cm。

2）钻孔打好后，轻轻将选定的锚固剂推入钻孔，要确保不使锚固剂外壳破裂。 3）用安装好垫圈和托盘的锚索将锚固剂缓缓推入钻孔，直至推不动为止。 4）将预先安装在钻机上锚索搅拌器跟锚索的尾部连接，快速搅拌锚固剂，搅拌锚固剂的同时钻机的推力要大。锚固剂搅拌时间为25～30秒，搅拌锚固剂停止时要确保锚索托盘靠近岩面。

5）锚固剂搅拌完毕后10～15分钟后，用锚索涨拉器拉紧锚索，锚索预应力要达到1２吨。

（五）、锚杆钻机打眼工艺： （1）作业前检查：

1、操作者手持操作壁上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。

2、每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。 3、操作者应在机子摇臂端的外侧站立。 4、按顶板高度选用合适的初始钻杆。

5、钻孔前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入生产。 （2）作业时：

1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到一眼位的正下方。 2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。

3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡的带着钻杆回落。

（3）作业完以后：

1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。 2、检查钻机是否损伤，螺丝是否松动，并及时处理好。

3、将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。 （六）锚杆施工质量与要求

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锚杆的锚固力必须符合设计要求，高强预应力锚杆锚固力不小于120KN，力矩不小于200N·m。巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不能低于设计要求，但最大高度不能大于设计要求200mm；锚杆间距不能超过设计100mm；锚杆排距不能超过设计的0～-100mm，高强预应力锚杆外露长度30-50mm；并保持做到巷道无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。

二、巷道特殊地点支护要求

1、若顶板破碎或压力大时，根据顶板情况适当加密锚索每排按4根锚索布置。 2、各开门口处，帮锚杆要紧贴煤帮，抹角处空顶距超过30cm时要补打顶锚杆进行维护。

8、工程质量标准

表3.1 锚网支护巷道工程质量标准 项目 净宽 净高 坡度 锚杆间距 锚杆排距 锚杆孔深 锚杆外露长度 锚杆锚固力 托盘与壁面 金属网 锚杆角度 锚索排距 锚索孔深 锚索初锚力 锚索角度 ±100mm 0～-100mm 0～50mm 30～50mm 120KN 密结壁面 绑结牢固连接压茬好 ≥75° ±100mm 0～+300mm 280KN ≥90° 煤层厚度大于4m时 中～中 中～中 实测 实测 实测 观感实测 观感实测 与岩面夹角 中～中 实测 实测 与岩面夹角 沿煤层底板掘进 800 800 2350 30～50mm 测力扳手检测 密贴岩面 压茬搭接，连网合格 用角度尺测量 800 8000 液压测力计检测 用角度尺测量 质量标准 0～+150mm 施工偏中线至右帮 0～+150mm 巷中 煤层厚度小于4m时 1300mm 3200mm 沿3#煤顶板掘进 部位 施工偏中线至左帮 X矿胶带运输大巷 3100mm 17

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第四章 施工工艺

第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、施工准备：

施工前应先在风井井下距马头门10米的位置按规定安装好局部通风机和风筒，检查好运输设备运行是否正常、敷设好各种管道，各方面都准备完毕符合要求后，方可正式施工。

二、施工方法：

1、巷道开门及下山段采用钻爆法施工。

2、在-1002m水平后具备上综掘条件时，巷道掘进时采用EBZ150A型综掘机沿煤层顶板掘进施工。

三、掘进工艺流程

综掘机掘进工艺流程

1、综掘机的截割顺序应自下而上，自左帮而右帮呈“S”型切割，每次循环进尺为0.8m。 附图7：《掘进机截割顺序图》 2、工艺流程

交接班安全检查→校对中线→洒水防尘、掘进机割煤出煤（岩）→敲帮问顶→临时支护→校对中线→永久支护→清理出煤→洒水防尘→掘进机割煤（岩）进入下一个循环。

迎头施工作业必须根据掘进工艺流程和各工种的分工合作及劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间衔接紧密、不窝工，尽量做到交叉进行、平行作业。

四、综掘机司机正规操作程序

1、开机前必须发出报警信号，合上隔离开关，按机器技术操作规定顺序起动。一般起动顺序是：液压泵→胶带转载机→刮板输送机（装载机）→截割部。

2、按作业规程要求进行切割工作，根据不同性质的煤岩，确定最佳的切割方式。 3、岩石易破碎的，应在巷道断面顶部开始切割；断面为半煤岩，应在煤岩结合处的煤层开始切割。司机要按正确的截割循环方式操作，并注意下列事项：

（1）掘进半煤岩巷道时，应先截割煤，后截割岩石，即按先软后硬的原则。 （2）一般情况下，应从工作面下部开始截割，首先切底掏槽。

（3）切割必须考虑煤（岩）的层理，切割头应沿层理方向移动，不应横断层理。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第四章 施工工艺

（4）对于硬煤，采取自上而下的截割程序。 4、截割过程中的注意事项：

（1）岩石硬度大于掘进机切割能力时，应停止使用掘进机，并采取放炮措施。 （2）根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进进度，避免发生截割电机过截和压刮板输送机等现象，切割时应放下铲板。如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出进行处理。严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。

（3）切割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。切割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。

（4）切割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起。截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁切割头与铲板相碰。截割煤岩时应防止截齿触网、触棚。

（5）司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（岩），扫底时应一刀压一刀，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。

（6）煤岩块度超过机器龙门的宽度和高度时，必须先行破碎后方可装运。 （7）当油缸行至终止时，应立即放开手柄，避免溢流阀长时溢流，造成系统发热。 （8）掘进机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。 （9）装载机、转载机及后配套运输设施不准超负荷运转。

（10）注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。

（11）风量不足、除尘设施不齐不准作业。

（12）截割电机长期工作后，不要立即停冷却水，应等电机冷数分钟后再关闭水路。 （13）发现危急情况，必须用紧急停止开关切断电源，待查明事故原因、排除故障后方可继续开机。

（14）按规定操作顺序停机后，应将掘进机退到安全地点，并将装载铲板放在底板上，截割臂放底板上，关闭水门，吊挂好电缆和水管。

（15）清除机器上的煤块和粉尘，不许有浮煤留在铲板上。 （16）在淋水大的工作面，应将机器垫高，确保电机不被淹没。

（17）将所有操作阀、按钮置于零位，放松离合器，切断电源，关好供水开关。 （18）全面检查掘进机各部位及各种安全保护装置，有问题时应先处理并记录在册。

第二节 凿岩方式

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一、本规程所施工的X矿胶带运输大巷（煤巷），采用机掘方式施工，巷道开门、下山、联络巷、过断层、施工水仓与躲避硐和巷道遇到岩层普氏系数f＞5时，采用钻眼爆炮的方法破（煤）岩。

二、打眼机具

采用MQB-50J风煤钻和YT-28型风钻打眼，风源来自地面压风机房。

表4.1 设备型号

序号 1 2 3 4 5 名 称 掘进机 带式输送机 锚杆钻机 风煤钻 风钻 型 号 EBZ150A DSJ-80/20/2×75 MQT-130J MQB-50J GT10P 单 位 台 部 部 台 部 数 量 1 2 2 2 2 动 力 电 动 电 动 风 动 风 动 风 动 配套方式 独 立 独 立 独 立 独 立 独 立 三、降尘方法

降尘方法采用湿式打眼、定炮使用水炮泥、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、净化风流、开放水幕，各种运输转载点安装使用喷雾，施工人员佩戴号防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。。

第二节 爆破作业

一、炸药、雷管

使用煤矿安全许用水胶炸药、毫秒电雷管。 二、装药结构

装药结构示意图正向装药脚线炮泥水炮泥炮泥雷管药卷图4.1 装药结构示意图

三、起爆方式

起爆使用MFB-100型发爆器全断面一起起爆，采用串联联线方式。 附图8：《锚网断面炮眼布置及炮眼装药示意图》

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第四章 施工工艺

附表2： 《爆破说明书》

表4.2 爆破初始条件表

序号 1 2 3 4 名称 巷道的掘进断面 岩石的坚固性系数 工作面瓦斯情况 炮眼数目 个 单位 m2 f 低 45 数量 15.18 4～6 序号 5 6 7 8 名称 炮眼深度 炸 药 雷管数目 总装药量 单位 m 数量 1.6 二级煤矿安全许用乳化炸药 个 Kg 45 11.25

表4.3 预期爆破效果

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 名 称 炮眼深度 炮眼利用率 每循环进尺 每米爆破实岩 每循环爆破实岩 每循环炸药消耗 每m3实岩炸药消耗 每循环雷管消耗 每m3实岩雷管消耗 每循环炮眼总长度 单位 m % m m3 m3 kg kg 个 个 m 数量 1.6 85 1.4 15.18 21.252 11.25 5.1 45 2.69 73.2

第三节 装、运（岩）方式

一、装煤（岩）方式

工作面破落的煤采用掘进机耙爪扒装。过断层期间，工作面爆破的岩采用简易扒矸机扒装。

二、运输方式

1、主运输方式

采用EBZ150A型掘进机中间运输机配合掘进机转载机，经伸缩胶带输送机或用扒矸机扒装至空车，在将煤（岩）运往风井东马头门。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第四章 施工工艺

2、辅助运输方式

施工中采用1.7吨标准矿车运输，平巷人力推车，上下山采用55kW调度绞车运输。 绞车必须安装在硬底上，达到平稳、牢固。每部绞车使用4根锚杆锚固。55kW绞车固定要使用Ф≥24mm，L≥1500mm的锚杆进行锚固，每根锚杆至少使用2块MSK2350型树脂锚固剂固定。每根锚杆至少使用2块MSK2350型树脂锚固剂固定，绞车锚杆螺丝使用垫圈上满并使用背帽。

绞车基础固定好后，必须对绞车每根固定锚杆进行拉拔实验，锚杆拉拔力不得小于50kN，低于50kN的锚杆为不合格，必须重新补打固定，重新做拉拔实验，直到合格为止，并做好实验记录，实验记录一式三份，一份交安监处，一份交矿建部，一份自留存备查。

绞车必须安装在预先掘好的硐室内，绞车硐按照设计进行锚网永久支护。绞车最突出部位距最近一侧铁路不得少于0.5 m。

绞车钢丝绳每天检查一次，由维修组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。

第四节 管线及轨道敷设

一、管线敷设

在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐，电缆敷设在巷道右帮，风水管、风筒敷设在左帮一侧。电缆钩每隔0.8m一个，电缆垂度不超过50mm。风水管要用管钩卡箍吊挂，配合直径6.5mm钢丝绳吊挂，每4米一个吊挂点，接口要严密，不得出现漏风漏水现象。每50m加一个三通，风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用4寸铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用风和用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不大于5m。

表4.4 管线及轨道敷设方式表

序号 1 2 3 4

名称 轨道 风筒 风管 水管 规格型号 22kg/m Φ800mm Φ108mm Φ108mm 数量/m 3800 2070 2050 2050 吊挂方式 管钩 管钩 管钩 与工作面间距轨枕间距/m /m 不大于100 不大于10 不大于30 不大于30 22

轨面高低/mm 轨道接头间隙/mm 轨距误差/mm 5—10 不大于10 不大于10 不大于10 X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第四章 施工工艺

二、轨道敷设

施工过程中，敷设22kg/m型轨道，质量必须附合《质量标准化验收标准》中的规定，轨枕的规格为长×宽×厚＝1.2m×0.20m×0.15m，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；轨道缝不超过10mm；内错差不大于5mm；水平误差不大于10mm，轨枕间距不大于0.7m，铁路构件齐全、紧固有效。

第五节 设备及工具配备

表4.5 设备及工具配备表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 设备工具名称 局部通风机 掘进机 风煤钻 风钻 皮带 风动锚杆机 扭力扳手 风动泵 风镐 锹 锤 镐 扒子 锚杆测力计 锚索涨拉仪 绞车 激光指向仪 排水泵 排水泵 照明综保 喷浆机 型号规格 FBD5.6/2×30KW EBZ150A MQB-50J YT-28 DSJ80/2×75KW MQT-130J FWQB-2 GT10P JD-4 800 DA1-80×6 DA1-100×6 BKZ-4 PC61 功率 2×30kW 55kW 11.4kW 45kW 4kVA 5.5kW 单位 数量 台 部 部 部 部 台 把 台 部 张 把 把 把 台 台 部 台 台 台 台 台 2 1 2 2 2 2 3 2 4 10 2 6 6 1 1 1 1 2 2 1 1 备注 备用一部 备用一部 备用一部 一台备用 一台备用 23

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

1、 劳动组织：各工种各班人员配备（见劳动组织表）。

2、 作业方式：巷道掘进采用每天“三八”制组织生产多工种平行作业，分早班、中班、夜班三班生产，每班8小时，早班9：00-11：00为检修时间。出勤率为90%。

3、 循环进尺数：早班（检修班）为1个循环，中、夜班各为2个循环。 4、 严格执行交接班制度：

各班工长必须认真组织、严格执行交接班制度。

（1）每个生产班必须由工长统一带队，做到集体入井、集体收工、集体上井。 每个班入井前，必须由区队当日值班干部主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报现场实际情况，针对性地进行生产工作安排；二是进行安全预想。班前会要准时、简明。要准时入井，安全准时到达作业地点。

（2）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，并在班末认真填写原始工作台帐。

（3）交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交代清楚。

（4）凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，接班方必须予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。

（5）接班人员必须在接班人员在现场的情况下，按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。

（6）交接班双方将交接的现场与岗位交接卡核对无误、交接清楚后，共同在交接卡上签字完毕，交班人员方可离开现场，收工升井。

（7）接班后，工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、设备运行状况、各环节存在的问题及开工情况。班末交班前，要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第五章 劳动组织及主要技术经济指标

表5.1 劳动组织表

出 勤 人 数 工 种 夜班 （包括检修班） 2 10 3 1 4 1 1 1 2 25 早 班 2 10 3 1 4 1 1 1 2 25 中 班 2 10 3 1 4 1 1 1 2 25 合 计 6 30 9 3 12 3 3 3 6 75 掘进机司机 支护工 皮带司机 风筒工、防尘员 机电维修工 绞车司机 水泵司机 验收员 跟班队长（工长） 合计：

第二节 循环作业

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，在保证安全的前提下平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

附表3：《正规循环图表》

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第三节 主要经济指标

表5.2 技术经济指标表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 11 12 13 14 15 16 17 项目 在册人数 出勤人数 出勤率 循环进尺 效率 月循环次数 月进尺 循环率 锚杆 锚固剂 经纬网消耗 W钢带 截齿 油脂 锚索 让压管 单位 人 人 ％ M M/工 个 M % 根／m 块／m m2／m 套／ m 把／日 Kg／日 根／m 个／m 指标 90 80 89% 0.8 0.13 390 150 90 16.25 62 13 1.2 1 2.4 7.5 16.2 备注 按30天／月计算 26

X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第六章 生产系统

第六章 生产系统

第一节 通风系统

一、通风方式及供风距离

本掘进工作面采用局部通风机通风，通风方式为压入式通风，最长距离为1920 m。

二、通风系统

进风系统

地面→风井井筒→-925m井底车场绕道→X矿机头硐室→X矿胶带运输下山→-1002mX矿胶带运输大巷（迎头）

回风系统

迎头→1002mX矿胶带运输大巷→X矿胶带运输下山→X矿机头硐室→尾绳更换硐室→主井→地面。

三、风量计算

1、掘进工作面风量计算： （1）按瓦斯绝对涌出量计算

Q掘＝100×q掘×KCH4=100×0.5×2 =100 m3/min 式中:

Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，0.5m3/min； K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数，取2.0。

100——掘进巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。

按二氧化碳的涌出量计算需要风量。（因工作面二氧化碳绝对涌出量也为0.5m3/min；参照瓦斯涌出量计算方法进行结果相同。）

（2）按掘进工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量: 每人供风≦4m3/min： Q掘≥4N=4×30=120（m3/min） 每千克炸药供风≦10 m3/min： Q掘≥10A=10×7.5=75（m3/min） 式中：

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Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min； N——掘进工作面最多人数；

A——一次爆破炸药最大用量，7.5kg。 （3）按风速进行验算：

煤巷掘进最低风量 Q煤掘≥15S掘 =15×14=210（m3/min） 煤巷道最高风量 Q掘≤240S掘 =240×18.72=4492.8（m3/min） 式中：

S掘——掘进工作面净断面积，18.72m2。 75（m3/min）＜212 （m3/min）

经过以上风量计算验算，该工作面最低需要风量为210 m3/min 2、按有害气体浓度验算： ①按瓦斯涌出量验算风量：

根据《煤矿安全规程》136条规定，采掘作面回风流中的瓦斯浓度不超过1%验算： Q瓦/Q采< 1% 式中：

Q瓦——工作面的瓦斯绝对涌出量，0.5 m3/min Q掘——掘进工作面需要风量，210 m3/min Q瓦/Q掘=0.5/210×100%=0.24%<1% 符合规定. ②按二氧化碳绝对涌出量验算：

根据《煤矿安全规程》136条规定，采掘工作面回风流中二氧化碳浓度不超过1.5%进行验算：

Q二氧化碳/Q掘< 1.5% 式中：

Q二氧化碳——掘进工作面二氧化碳绝对涌出量0.5 m3/min Q二氧化碳/Q掘= 0.5/210×100%=0.24%<1.5% 符合规定。 四、掘进工作面局部通风机选型： 1、局部通风机吸风量计算

以掘进工作面计算需要风量Q掘和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机需要吸风量。

Q吸1= Q掘／（1－P百）m=210/（1-1%）19=254m3／min

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式中：

Q吸1——局部通风机需要吸风量，m3/min； Q掘——掘进工作面最低需要风量；

m——独头通风百 m长度指数(即通风长度为100，200，300…1900 m时，m=1，2，3…18)；取19

P百——柔性风筒百 m漏风率，参照集团公司风量计算细则取1%。 2、掘进工作面全风压风量计算

根据《煤矿安全规程》规定，局扇安装地点到回风口之间的最低风速不得低于0.15m/s，确定全风压供给掘进工作面的风量。局部通风机安设在东马头门新鲜风流中。

计算公式为：

Q掘全＝Q吸2＋9S＝260＋9×18＝422 m3／min 式中：Q掘全—全风压供给掘进工作面的风量； Q吸2—选定局扇的吸风量为260m3／min； S—局扇安装地点的巷道断面，取18m2。

则全风压供给该局部通风机风量不得低于422m3／min（介时可根据通防工区实测风量为计算依据）。

五、掘进工作面风筒选型

根据集团公司有关规定，结合我矿实际情况，选择用FBD6.3/2×30kW型局部通风机，Φ800mm型风筒。

六、局部通风机安装地点

安装风车由通防区指定位置，指定风车选型安装，安装验收合格后，方可投入使用。局部通风机安设在东马头门处的新鲜风流中，掘进工作面设双风机、双电源，实现风机能自动转换，风筒能自动分风。

附图9：《X矿胶带大巷工作面通风系统示意图》

第二节 压风系统

风源来自地面压风机房,经风井中敷设的压风管路至X矿胶带运输大巷分别用4寸钢管和2寸钢管接至迎头。地面风压为0.7MPa，迎头风压最小为0.4MPa。

压风系统：地面压风机房→风井井筒→-925m井底车场绕道→X矿胶带运输下山→-1002mX矿胶带运输大巷（迎头）。

附图10：《X矿胶带大巷工作面压风系统示意图》

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第三节 瓦斯抽放

根据矿井瓦斯等级鉴定，XXXXXX煤矿为低瓦斯矿井，在日常检测过程中，无瓦斯异常涌出现象，故X矿胶带运输大巷施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。

第四节 防尘系统

防尘供水水源来自地面供水，大巷供水管路采用Φ159mm铁管，工作面供水管路采用Φ108mm的铁管。管路上安装过滤器，保证水质清洁，水中悬浮物含量不得超过150mg/L，粒径不大于0.3mm。

1、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、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。

2、净化水幕：

（1）巷道每50m安装一道净化水幕。

（2）净化水幕的连接：所有净化水幕的连接是阀门→过滤器→净化水幕。阀门及所有连接处不得有流线性漏水。

（3）距迎头50m范围内安装一道净化水幕，回风净化水幕确保能封闭全断面。 （4）喷嘴的方向：迎风略向下。 3、装载点喷雾：

（1）所有运输巷的转载点都必须有喷雾设施，且控制水源阀门必须安装在人行道侧。 （2）喷嘴高度适宜，确保喷嘴必须正对转载点出煤点。 （3）所有喷雾必须呈雾状。

4、综掘机内外喷雾：综掘机必须有内外喷雾，喷雾装置必须使用引射器，喷雾直径不得低于0.6m，喷雾能覆盖滚筒。内喷雾水压不得少于3Mpa,外喷雾水压不得少于1.5 MPa，如果内喷雾的水压小于3 MPa或无内喷雾，则必须增加外喷雾设施数量并保证正常使用，无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机。

5、巷道冲尘：工作面每班必须专人洒水降尘，杜绝煤尘堆积。 6、其他：

（1）煤巷、半煤岩掘进巷道距迎头60～200m要按规定设置隔爆水袋，隔爆水袋总水量按巷道断面积计算后不得小于2288kg，每平方米不小于200 kg。

（2）隔爆水袋的排间距为1.2～3.0 m；整组隔爆水袋的总长度不得小于20 m； （3）隔爆水袋应横向嵌入式安装，各排的安装高度应保持一致，应尽可能安装在巷道直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处的距离，不得小于50 m；

（4）隔爆水袋距离顶梁（无支架时为顶板）、两帮（支柱）的间隙不得小于100mm，距巷道轨面不小于1.8 m；

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（5）隔爆水袋实行挂牌管理，每旬检查一次，确保水袋的完好和规定的水量。 防尘系统：

地面水源→风井→-925m井底车场绕道→X矿机头硐室→X矿胶带运输下山→-1002mX矿胶带运输大巷（迎头）

┌→侧式供水钎子

├→巷道内水幕

迎头 → ├→转载点喷雾

├→冲刷岩帮水管 ├→隔爆水袋 └→综掘机内外喷雾 └→水射流除尘风机

附图11：《X矿胶带运输大巷工作面防尘系统示意图》

第五节 防灭火

掘进工作面防火的重点是：

1、设备、机械摩擦及物体碰撞生热，引燃可燃物，引起火灾； 2、吸烟、电气焊等明火引燃可燃物，引起火灾；

3、由于电气设备性能不良、管理不善，如电机、开关、电铃、电缆等出现损坏、过负荷、短路等，引起电火花，引燃可燃物，引起火灾；

4、不按规定爆破出现放炮火花，引燃可燃物，引起火灾； 5、瓦斯、煤尘爆炸引起火灾；

6、掘进巷道托顶煤施工时，出现的松散冒落区和冒落空洞，易发生的自然发火。 为了防止火灾发生，必须采取以下措施：

1、巷道中消防管路（防尘管路）应每隔50m设置一个三通阀门，并设置支管。 2、巷道内带式输送机机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。在胶带机头至少备用2个灭火器和1个砂箱（砂不得低于0.5 m3）。

3、井下使用的汽油、煤油和变压器油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。

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，也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。

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4、加强井下明火管理，严禁携带烟草和点火物品下井，掘进工作面严禁违反规程要求进行电气焊等工作。

5、加强供电管理，电气设备按规定使用各种保护装置，严禁出现电火花。 6、加强爆破管理，严禁放明炮、糊炮，严禁使用失效炸药。

7、掘进巷道出现冒落空洞时，必须采取喷浆或其它措施，进行封闭堵漏处理，防止自燃，并及时将冒落区域详细情况汇报技术部。由通防工区安排束管监测工每周至少对冒高区一氧化碳浓度、温度检查一次。

8、其它执行《煤矿安全规程》第五章防灭火部分。

防灭火系统：井下水源→-925m井底车场绕道→X矿机头硐室→X矿胶带运输下山-1002X矿胶带运输大巷（迎头）

┌→侧式供水钎子 ├→巷道内水幕

迎头 → ├→转载点喷雾

├→冲刷岩帮水管 ├→隔爆水袋 └→综掘机内外喷雾

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、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。

2、掘进机司机工作时必须携带便携式甲烷报警仪，在作业地点随时检查瓦斯浓度情况，发现瓦斯浓度超限必须立即停机断电，并汇报处理。

3、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。

4、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止作业；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须

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在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电启动。采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

5、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，超过0.5%，不得通电或检修。

二、甲烷传感器的配备和使用：

表6.1 掘进工作面共设置如下监控设备

名称 监控分站 电源箱 瓦斯传感器 远程控制开关 开停传感器 风筒传感器 信号线 型号 KJF16B KDW16A KGJ16B KGT15-3 数量 1 1 2 1 2 1 单位 台 台 个 个 个 个 m 1、掘进工作面甲烷传感器必须按下示意图设置：在工作面混合风流处设置甲烷传感器T1，在工作面回风流中设置甲烷传感器T2；

10~15m T2 T1 ≤5m

图6.1 掘进工作面甲烷传感器的设置示意图

2、甲烷传感器T1垂直悬挂在回风巷上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，距工作面不大于5 m。报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度?1.0%CH4，断电仪断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

3、甲烷传感器T2垂直悬挂在回风巷上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于

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300mm，距巷道侧壁不小于200mm，距总回风巷10～15m。报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.0%CH4，复电浓度?1.0%CH4，断电仪断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

4、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。报警浓度≥1.0%CH4，断电浓度≥1.5%CH4，复电浓度?1.0%CH4，断电仪断电范围为掘进机电源。

5、开停传感器卡在局扇开关的负荷侧电缆上。

6、当掘进施工至托顶煤巷道时，安设一氧化碳传感器。一氧化碳传感器应垂直悬挂在X矿胶带运输大巷上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，不得与风筒同侧，报警浓度为≥0.0024%CO。

7、掘进工作面局部通风机的风筒末端设置风筒传感器。

8、监控系统之间的连接电缆必须使用兰色专用阻燃信号电缆。电源电缆必须使用专用阻燃电缆。

三、瓦斯传感器的标校

每隔7d使用不同浓度的校准气体和空气样，按操作规范的要求调校一次，并对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。

甲烷传感器调校方法 1、使用器材

CH4校准气体、配套的减压阀、气体流量计和橡胶软管、空气样。 2、调试程序

（1）空气样用橡胶软管连接传感器气室。 （2）调校零点，范围控制在0.00-0.03%CH4之内。 （3）校准气瓶流量计出口用橡胶软管连接传感器气室。

（4）打开气瓶阀门，先用小流量向传感器缓慢通入CH4校准气体，在显示值缓慢上升的过程中，观察报警值和断电值。然后调节流量控制阀把流量调节到传感器说明书规定的流量，使其测量值稳定显示,持续时间大于90s。使显示值与校准气浓度值一致。若超差应更换传感器，预热后重新测试。

（5）在通气的过程中，观察报警值、断电值是否符合要求，注意声、光报警和实际断电情况。

（6）当显示值小于0.8%CH4时，测试复电功能。测试结束后关闭气瓶阀门。 3、填写调校记录，测试人员签字。

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传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换。

四、其它

1、当传感器发生故障时，现场必须立即停止生产作业，安排专职瓦检员进行瓦斯检查，保证瓦斯浓度在安全生产作业规程要求范围内时方可恢复生产，现场作业时严格执行矿指定的各项瓦斯管理制度及通风管理制度，并及时向调度室汇报现场瓦斯变化情况。监测队在接到或发现故障后，必须立即组织维修人员赶赴现场，及时制定行之有效的维修方案进行维修处理，并填写故障记录。

2、当传感器发生报警时，要立即汇报调度中心，并用瓦斯便携仪检查是否为气体超限。现场在接到调度中心停电撤人的命令后要立即停电撤人。瓦斯超限或断电后，要于当日组织区队盯值班干部、班组长、瓦检员、当班电工进行分析处理，明确现场情况，将分析记录备案，并汇报总工程师及生产副总经理。

第七节 供电系统

根据X矿胶带运输大巷掘进工作面的设备使用和负荷情况，决定采用660V和1140V两种电压供电。具体的设备布置、电缆接线详见供电系统图。 一、 负荷分配情况：

1、第一路：设备有掘进机、皮带机。采用1140V、660V电压供电，电源来自井下临时变电所KBSGZY-800/6/1.2型800kVA移动变电站。

2、第二路：设备有皮带涨紧绞车、信号照明综保。采用660V电压供电，电源来自临时变电所KBSGZY-630/6/0.69型630kVA移动变电站。 二、 变压器容量的校验：

1、

第一路设备的总功率： ∑Pe=216+150=366kW Sb=∑Pe×

Kx366?0.6==313.7kVA＜1250kVA

cos?dj0.72、第二路设备的总功率：

∑Pe=4+4=8kW Sb=∑Pe×

Kx=8×1.15÷0.7=13kVA＜400kVA

cos?dj 35

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经校验，所选变压器满足要求。

三、 低压供电干线电缆的选择计算：〔按长时允许电流选择电缆截面〕。

1、1#电缆：Ie=∑Pe×Kx

=366×0.6

=219A＜260A 合格

2#电缆：Ie=∑Pe×Kx

=8×1.15

=9.2A＜210A 合格

四、 短路电流的计算：

1、

d1点短路电流：

MYP 3*95 L=0.01Km 、3*95 L=0.1Km 、3*70 L=0.2Km 将电缆换算到3*50 L=0.005+0.053+0.146=0.204 Km 查表R0=0.491Ω/Km X0=0.081Ω/Km RZ=0.491*0.204=0.100164Ω XZ=0.081*0.204=0.016524Ω

22Id1=1140/20.100164=5614.7A ?0.0165242、 d2点短路电流：

MYP 3*70 L=0.01Km 、3*70 L=0.1Km 、3*16 L=0.01m 将电缆换算到3*50 L=0.007+0.073+0.03=0.11Km 查表R0=0.491Ω/Km X0=0.081Ω/Km RZ=0.491*0.11=0.05401Ω XZ=0.081*0.11=0.00891Ω

22Id2=660/20.05401=6028.4A ?0.00891五、 整定计算：

1、

1#馈电：

过负荷IZ= IQe +∑Ie =90+90+33+6.6=219.6A 整定值取：230A 短路保护1.5Ie=230*3=690A 短路值取：700A 灵敏度校验：5614/700=8.02＞1.5 满足要求 2、

2#馈电：

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过负荷IZ=∑Pe*1.15=8*1.15=9.2A 整定值取：10A 短路保护1.1Ie=10*6=60A 短路值取：60A 灵敏度校验：6028/60=10＞1.5 满足要求 3、

3#开关：

过负荷IZ= IQe=90A 整定值取：90A 4、

4#开关：

过负荷IZ= IQe=4.6A 整定值取：5A 附图12：《X矿胶带大巷工作面供电系统示意图》

第八节 排水系统

根据水文地质资料：涌水量主要为3煤顶底板砂岩水及探放钻孔水，另外还有少量生产用水，预计正常涌水量3-5m3/h，最大涌水量10 m3/h。施工中，在巷道低洼处及时施工临时水仓，并配备大于50 m3排水量的排水设备和管路，及时排水。迎头水用风泵排到水仓内,然后由两路30kW水泵采用双排4寸管路排至水平井底水仓。

排水系统：迎头→X矿胶带运输大巷临时水仓→井底车场水沟→风井→地面。 附图13：《X矿胶带运输大巷工作面排水系统示意图》

第九节 运输系统

1、主运输

掘进过程中，作业地点的煤（岩）均通过胶带输送机进行运输，运输路线为：EBZ150A型掘进机中间输送机配合掘进机转载机出煤矸经-1002mX矿胶带运输大巷→X矿胶带运输下山→-925m井底车场→风井→地面。

2、辅助运输

施工中使用的材料、设备等用1.7吨标准矿车、花车或平板车进行运输，运输路线为：风井→-925m井底车场→车场绕道→X矿机头硐室→X矿胶带运输下山→-1002mX矿胶带运输大巷→工作面。

运输物料时，必须在运输范围内上下车场派人站岗堵人，必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。

3、轨道运输

绞车及钢丝绳的验算，待巷道施工后另提补运输专项措施。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第六章 生产系统

附图14：《X矿胶带运输大巷工作面运输系统示意图》

第十节 照明、通讯和信号系统

一、照明

施工过程中在耙装机前方安设扒装照明灯，绞车窝及摘挂钩地点安设作业照明灯。另外，巷道每施工30m安设一台照明灯。

二、通讯

本工作面安设的电话，能够直接和井底临时变电所、井口调度室、矿调度室、区队等联系。电话距迎头不大于100 m。

三、信号

本巷道施工时，每隔40m要在行人侧施工一躲避硐，绞车、躲避硐作业地点均应安设声光信号和行车红灯。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第七章 灾害预防与避灾路线

第七章 灾害预防与避灾路线

一、灾害预防

（一）防治瓦斯的措施

1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到\一炮三检\并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，掘进机司机利用便携式甲烷检测报警仪随时检测瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头5m范围内非吊挂风筒的巷道一侧。

2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止使用掘进机和打眼爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％ 时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2％时，附近20m范围内，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

3、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查，并将高冒具体位置及处理结果报矿建部。

（二）防止火灾的措施

1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。

2、施工巷道必须每班至少冲刷一次，充分湿润暴露煤岩。

3、健全完善防灭火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。

4、当施工地点发生火灾时，现场的区、队、班组长应立即组织人员采取一切可能的措施直接灭火，并汇报调度室；如果火势较大，无法直接灭火时，应依照《灾害预防和处理计划》中的有关规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员沿避灾路线撤离。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。

5、巷道内防尘管路兼作消防管路，每隔50m设一个三通阀门，水量、水压满足要求。

6、在距离迎头不大于50m范围内放置2只灭火器，预防综掘机等设备着火。 （三）防止冒顶措施

1、掘进机割煤后，摘除围岩悬矸，立即进行临时支护，临时支护必须接实顶板，严禁空顶作业。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第七章 灾害预防与避灾路线

2、永久支护到迎头的距离不得超过0.8m，否则严禁割煤。

3、割煤前迎头最大空顶距不大于0.3m，割煤后不大于1.1m，严禁超空顶作业。 （四）防治水措施

1、现场人员要熟悉避水路线，如发生突水现场人员要按避水路线撤离。

2、如若发生突水，现场人员必须立即汇报调度室，调度室及时向现场下达调度命令，现场人员接到电话后要立即组织人员实施救灾。

3、坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则。

二、灾害处理程序及措施

（一）灾害处理程序

1、事故发生后，现场人员了解和判断灾害的性质、发生地点和发展趋势，迅速报告矿调度室。

2、事故发生后，现场人员应尽量利用现场设备和工具进行处理，制止灾害进一步扩大。

3、制止灾害无效时，区、班、队、组长负责组织本区队、班组人员沿避灾路线安全撤离。

4、事故发生后，每一位施工人员应保持沉着冷静，处理事故和安全撤离。 （二）事故抢救措施 1、发生水害事故的抢救措施

（1）施工地点人员迅速向调度室汇报灾情，汇报内容包括水害地点、水量大小、发生时间。

（2）调度室接到水害汇报后，立即向值班领导、矿长、总工程师等有关领导汇报，成立救灾指挥部，组织抢险救灾，营救遇险人员。

（3）井下发生水害地点的现场跟班区队长、安监员是水情汇报的第一责任者，应迅速组织人力、物力进行救灾，救灾失败时，凡受到灾害威胁的所有地区的人员都必须在本班班长或安检员的带领下撤出危险区域。

2、发生火灾事故的抢救措施

（1）火灾初期，应积极组织人力、物力控制火势，直接灭火失效时，应采区隔离灭火法控制火区。

（2）将排放水管路、压风管路改为消防管路。

（3）迅速查明灾情并组织人员撤出灾区和受威胁区域，积极组织救护队抢救遇难人员。如果在撤退过程中遇到爆炸冲击波与火焰袭来时，应背向冲击波俯卧在底板或水沟内。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第七章 灾害预防与避灾路线

（4）查明火灾地点、范围和发火原因，并采取防止风流紊乱、火烟侵袭、蔓延等措施，防止火灾向有人员的巷道蔓延，同时切断火区电源。

3、发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的抢救措施

（1）迅速组织撤离灾区和受威胁区域的人员，抢救遇难人员。

（2）组织矿山救护队探明事故地点、范围和气体成分，发现火源立即扑灭，并切断电源。

（3）在证实无二次爆炸可能时，应迅速恢复被破坏的巷道和通防设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。

4、发生顶板冒落事故的抢救措施

（1）迅速查出冒顶区范围和被埋住、堵塞人数及位置，积极组织抢救。

（2）积极恢复冒顶区的正常通风，如短时间内不能恢复，可利用水管、压风管等设施对被埋压、堵塞人员输送新鲜空气。

（3）在处理事故时，必须始终坚持由外向里加强支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用巷道。

（4）遇有大块矸石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，但应尽量避免破坏冒落矸石的堆积状态。

（5）在处理事故过程中，要及时检查事故发生地点的有害气体浓度及风量，防止发生瓦斯爆炸。

三、避灾路线

若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：

（1）避水灾避灾路线

迎头→-1002m水平胶带运输大巷→X矿胶带运输大巷→X矿机头硐室-925m井底车场→风井→地面。

（2）火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线

迎头→-1002m水平胶带运输大巷→X矿胶带运输大巷→X矿机头硐室-925m井底车场→风井→地面

附图15：《X矿胶带大巷工作面避灾路线示意图》

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第八章 安全技术措施

第八章 安全技术措施

第一节 施工准备

1、施工前，由队长负责组织，由技术人员（技术负责人）负责传达批准的《X矿胶带运输大巷掘进作业规程》。贯彻后进行学习、签字，考试成绩合格后方可下井作业。考试不合格的人员必须进行补考，补考合格并签字后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，考试合格后方可下井作业。干部、工人学习考试成绩要分别登记。

2、施工前，测量组必须提前给出开门位置，标定好施工中、腰线，施工单位严格按线施工。

3、施工前，必须对巷道10m范围内的支护进行检查加固，确认安全后方可施工。 4、施工前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒。 附：《掘进作业规程》学习贯彻考试记录。

第二节 “一通三防”管理

一、通风管理

1、局部通风机根据现场采用吊挂或上架安装，离地高度不得低于0.3m，使用与风筒同等直径的分风器（使用铁质分风器时，与风机连接要加胶垫），分风器必须固定牢固，不漏风，不串风。

2、正常工作和备用的局部通风机因停电停止运转，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须由本掘进工作面局部通风机兼职司机人工操作开启。

3、安全监测监控人员每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，并做好记录；掘进工作面施工单位每天应由机电维修工、局部通风机司机进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，并填写风机切换记录，试验期间不得影响工作面通风，试验记录要每月一整理存档备查。

4、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，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0.5%时，方可由指定人员（本掘进工作面局部通风机兼职司机）开启局部通风机。

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第八章 安全技术措施

5、加强通风管理，局部通风机必须有（专）兼职司机留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其它人员不得随意开停。局部通风机兼职司机必须是在现场的当班班组长。

6、加强风筒管理，风筒要用抗静电、阻燃风筒，风筒环环吊挂、达到平直，无脱节、无破口，无接头漏风，巷道拐弯处设置弯头、无死弯，异径风筒必须使用过渡节。矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒要编号管理，风筒出风口距迎头不大于10m，以保证迎头有足够的风量。

7、管理好本工作面范围内的通风设施，不准随意破坏，并保护好瓦斯、防尘等通防管理牌板。

8、使用局部通风机的掘进工作面，不得随意停风，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室汇报。

9、局部通风机供电必须与采煤工作面实行分开供电。 10、巷道贯通预透必须遵守下列规定：

（1）掘进巷道（综掘50m，炮掘20m）贯通预透前，通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作，相向掘进的工作面贯通前必须停止一个工作面作业。

（2）贯通预透时，必须有一名通防管理干部在现场统一指挥，停掘、预透的工作面必须保持正常通风，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人与瓦斯检查工共同到停掘的工作面及其回风流检查瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的施工，只有在两个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，两个工作面入口必须有专人警戒。

（3）贯通后必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后方可恢复工作。

11、掘进工作面必须安装两台同等能力的局部通风机，一台正常工作，一台备用，风机能自动切换，风筒能自动分风。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。

12、掘进工作面必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切

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X矿胶带运输大巷综掘作业规程 第八章 安全技术措施

换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。使用2台局部通风机同时供风的，2台局部通风机都必须同时实现风电闭锁。

二、瓦斯管理措施

1、局部通风机因故停止运转在恢复通风前，必须先检查瓦斯。只有证实停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%的最高二氧化碳浓度不超过0.5%时，局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度不超过1.5%时，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯，停风区内瓦斯和二氧化碳浓度超过3.0%时或其他有害气体浓度超过《煤矿安全规程》第100条的规定，必须编制专门排放瓦斯措施，经有关部门审批后报矿总工程师批准，由矿山救护队进行排放工作。

2、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。

3、掘进工作面瓦斯和二氧化碳浓度应每班至少检查二次：本班未进行工作的掘进工作面，瓦斯和二氧化碳浓度应每班至少检查一次；可能涌出或积聚瓦斯和二氧化碳的硐室和巷道的浓度应每班至少检查一次，特殊情况变更瓦斯检查次数由矿建部决定检查记录中注明理由。

4、瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，做到“三对口”，要做到内容齐全、字迹清楚，不得涂改，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》及本作业规程的有关规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。检查中发现问题及时向矿建部和调度室汇报处理。

5、当班工长必须了解掌握本工作面瓦斯涌出情况，并在瓦斯检查手册上签字。

三、防尘管理

1、采用湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。

2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次定炮所用的已罐好的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。 3、所有卸载点和转载点安装喷雾设施，运输时开启；扒装前对岩堆洒水。 4、工作面回风水幕要常开，爆破工在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮后待炮烟散净后关闭喷雾。

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5、在有效范围内挖出水沟。

6、迎头安装爆破喷雾，爆破时降尘，爆破工在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮后炮烟散净后关闭喷雾。掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。 7、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。

8、防尘管路必须接至迎头，每50m设一个三通，以便及时降尘。

9、掘进机作业时，必须使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得低于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得低于1.5MPa，如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa时，或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置。

10、维修防尘供水管路时，严禁带压作业。

四、防治自燃发火措施

本工作面掘进施工，防火的重点是防设备、缆线和人为及自燃火灾。

1、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。 2、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。

3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸张必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期运到地面处理，不得乱仍乱放，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃和无毒性洗涤剂。

4、掘进工作面附近的巷道中，应备有灭火器材，其数量、规格、存放地点符合灾害预防和处理计划中的规定，井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本工作区域内灭火器材的存放地点。

5、掘进迎头严禁裸露爆破，无封泥、封泥不实或不足的炮眼严禁爆破，炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥，严禁反向爆破。

6、所有的电气设备应保持良好的防爆性能，杜绝失爆。 7、严禁明线接头和破皮漏电，达到“三无、四有”要求。 8、各种机械设备的轴承转动灵活，严禁滑动摩擦。

五、安全监测控制管理

1、掘进工作面安设KJ95安全监测监控系统，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

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2、为防止甲烷超限断电切断安设安全监测监控系统的供电电源，安设安全监测监控系统的供电电源必须使用矿用直流多路不间断电源，且交流输入必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。

3、为保证安全监测监控系统的供电可靠性，必须使用专用电缆供电。

4、在安装安全监测监控系统设备时，使用单位或机电部门必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通电源及控制线，在连接时必须有安全检测人员在场监护。

5、与安全监测监控系统关联的电气设备、电源线及控制线在拆除或改线时，必须报矿调度室，制定安全措施后方可进行。

6、甲烷传感器应垂直悬挂，距顶板不得大于30cm，距巷道侧壁不大于20cm，甲烷传感器必须悬挂在顶板完好、无淋水的地点。

7、甲烷传感器及电缆由当班班组长负责按规定移动，即放炮时挪出放炮地点不小于30m，放炮后及时拉到规定位置。

8、由于甲烷传感器在电缆损坏、甲烷传感器损坏时，都执行断电功能，因此必须管好分站到甲烷传感器之间的电缆，保护好甲烷传感器，防止放炮打坏、砸坏传感器。

9、严禁擅自停用安全监测监控系统，若出现第（8）条情况，必须立即停止施工，切断电源，撤出人员，汇报调度室。待通防及安全检测专业人员处理完善，方可恢复施工。

10、每天由瓦斯检查员检查安全检测设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报检测值班员。当光学甲烷测定器瓦斯读数大于瓦斯传感器读数0.05%或瓦斯传感器读数大于光学瓦斯测定器0.1%时，必须在8小时内对两种仪器进行调校。

11、便携式瓦斯监测报警仪和瓦斯传感器每隔7天必须调校一次，开停传感器每月至少调校一次。

第三节 顶板管理

1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护，在施工前必须检查加固。 2、施工前或割煤后应先检查迎头支护是否完好合格，顶板是否完整，存有不安全隐患。在支护前和支护过程中要严格执行敲帮问顶制度，及时找掉悬矸危石。

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3、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、安注锚杆（或使棚）过程中应先清除危岩、排除隐患。

4、找顶工作必须遵守下列规定：

①找顶工作应有两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，敲帮问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、层理找掉悬矸危石，不得强挖硬刨。

5、每次割完煤（岩）后，施工人员要按由外向里的顺序检查顶板、支护等情况，经紧好锚杆（支架）后方可在有效支护的掩护下用长把工具敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。

6、割煤（岩）后及时找好顶，然后将前探梁逐根移到迎头，前探梁放好网和W钢带后，用小杆木楔加紧，使之严密接顶。

7、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，应及时缩小锚杆的排距或背钢棚。 8、前探吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。同时要用12#铁丝等把前探梁与吊环联结牢靠，以防前探梁从吊环中滑出。

9、锚杆的安装工作不得中断，一锚到底，若锚杆在眼中受阻，则此眼报废，重新打眼锚固，安装托盘应从树脂药卷在眼底有足够的强度时，方可套上托盘，拧紧螺母，给锚杆体施加一定的顶紧力。

10、每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始纪录本中，存好备查，凡是锚固力达不到要求的锚杆应当班补打，重新安装。

11、锚杆必须用机械力或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。 12、顶板锚杆在作拉力试验时，必须遵守下列规定： （1）紧固被测锚矸周围相邻锚杆；

（2）在被拉锚杆周围打设2-3棵点柱顶牢顶板；

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（3）做拉力试验时被测锚杆正下方不得有人，操作者及其他人员必须在被测锚杆的外侧，且距锚杆距离不得小于3m；

（4）不合格的锚杆必须补打，连续两根不合格须向有关部门汇报，查明原因，再做处理。

（5）做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。

13、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度30-50mm。

14、安装帮锚杆使用风煤钻、顶部用锚杆机进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。

15、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12min前不得给锚杆顶紧力，更不能拧紧。

16、当顶板有煤皮或较松软的伪顶时，施工中应及时找掉，铺网要平直，压茬不少于100mm。

17、锚网支护巷道当过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要首先在迎头外顶板完整处支设三架棚，使上前探支架后，方可采用锚网套棚支护向前掘进，套棚拖后距离不得大于5m，现场要备足不少于10架棚的物料。

18、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，其检测工具应放置在迎头以外50m范围内。

19、当巷道压力大或变形严重时，应及时补打锚索加强支护，打锚索眼前应全面检查施工地点附近10m范围内巷道支护情况，及时用长把工具找掉活矸危岩，施工过程中必须坚持执行经常性的敲帮问顶制度，及时排出隐患，确认安全后方可施工。

20、在巷道顶板破碎处，压力大的部位，可以打预警点柱，规格不小于Φ160mm，采用硬木。打在硬底上，严禁打在浮煤、浮矸上。并且预警点柱要用12#铁丝与顶板的金属网拴牢。

21、局部顶板发生冒落时，应执行以下措施：

（1）发生局部冒顶现象时，应及时向矿建部汇报，在有关人员的监护下作业，采取背钢棚支护，棚距800mm，在钢棚上打木垛，接顶严实，帮要刹满，用喷浆机喷岩，防止煤层自燃。

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（2）严格执行“敲帮问顶”制度，用长把工具处理掉帮顶的危石、浮矸等，处理时瓦检员及时用长吸管检查冒顶处的瓦斯情况，温度情况，当瓦斯浓度大于1.0%时，或温度过高时，应停止处理，采取相应措施，降低瓦斯浓度，待安全后，方准施工。

（3）处理冒顶时，迎头不准同时作业，与处理冒顶无关的人员必须撤到冒顶区以外，工作面严禁有人。

（4）处理冒顶时，必须设专人照看安全，观察顶板的情况。 （5）待冒顶处理完后，迎头方准施工。

22、当巷道压力大或揭露断层时，及时缩小支护排距维护顶板。锚索进行加密布置，以增加支护强度。

23、防片帮及巷道底部空帮较大措施：

顶帮部加打超前锚杆，片帮超过0.5m时，顶部加打一根锚杆，帮部锚网直接打在岩面上。

巷道底部空帮距离大于0.5m以上，应进行补锚网支护。

24、为观察顶板离层情况，巷道沿煤层顶板掘进时，每150m～200m安设一个顶板离层仪。技术人员负责一旬观测一次。当顶板离层超到100mm时，在该处立即套架工字钢棚，及时维护顶板。

第四节 爆破管理

施工中，当岩石普氏系数f＞5时，用掘进机割煤岩困难需要放震动炮时(炮掘时)，必须遵守下列规定：

1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。掘进机退后20m，并使用旧皮带等保护好，防止崩坏。

2、井下爆破工必须经培训合格后持证上岗，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）。

3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”（站岗、设置警标、吹哨）和“三人联锁”制度。

4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。 5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。

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6、本掘进工作面有煤尘爆炸危险，必须采用毫秒爆破，掘进工作面应全断面一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。

7、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、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

8、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。

9、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:

①必须在顶板完好、支护完整、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。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。

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。 10、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。

11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮非发爆器起爆。

12、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，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须站好岗并有班组长在现场指挥；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。

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