一采区运输上山人行绕道掘进作业规程

金沙县偏坡寨煤矿

一采区运输上山人行绕道 掘进工作面作业规程

矿 长： 宋玉貴 工程师： 叶 斌 生产负责人： 楊承勇 安全负责人： 陳 作 机电负责人： 王希峰

編制日期；2013.3.20 执行日期：2012.4.12

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矿审批意见： 会审人员签字： 2

作业规程学习和考试记录

负责人： 传达人： 班次： 贯彻时间 年 月 日 姓名 听传达人 成绩 签字 贯彻时间 年 月 日 姓名 听传达人 成绩 签字

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作业规程复查记录

作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字： 存在主要问题： 处理意见：

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目录

第一章 概 述 .................................................................................................................................... 6

第一节 概 述 ............................................................................................................................ 6 第二节 编制依据 .......................................................................................................................... 6 第二章 地面相对位置及水文地质情况 .............................................................................................. 7

第一节 地面相对位置及邻近井情况 .......................................................................................... 7 第二节 煤（岩）层赋存特征 ...................................................................................................... 7 第三章 巷道布置及支护说明 ............................................................................................................ 13

第一节 巷道布置 ........................................................................................................................ 13 第二节 支护设计 ........................................................................................................................ 13 第三节 支护工艺 ........................................................................................................................ 13 第四节 工程质量验收及验收标准 .......................................................................................... 15 第四章 施工工艺 .............................................................................................................................. 17

第一节 施工方法 ........................................................................................................................ 17 第二节 凿岩方式 ........................................................................................................................ 17 第三节 爆破作业 ........................................................................................................................ 18 第四节 装运岩方式 .................................................................................................................... 19 第五节 管线敷设及轨道敷设 .................................................................................................... 19 第五章 劳动组织及主要技术经济指标 ............................................................................................ 21

第一节 劳动组织 ........................................................................................................................ 21 第二节 循环作业 ........................................................................................................................ 22 第三节 主要技术经济指标 ........................................................................................................ 23 第六章 生产系统 ................................................................................................................................ 24

第一节 通风系统 ........................................................................................................................ 24 第二节 压风系统 .......................................................................................................................... 24 第三节 防尘系统 .......................................................................................................................... 25 第四节 防灭火 ............................................................................................................................ 25 第五节 安全监控系统 ................................................................................................................ 25 第六节 供电系统 ........................................................................................................................ 25 第七节 排水系统 ........................................................................................................................ 26 第八节 运输系统 .......................................................................................................................... 26 第九节 通讯系统 ........................................................................................................................ 26 第七章 灾害预防及避灾路线 .......................................................................................................... 27 第八章 安全技术措施 ........................................................................................................................ 28

第二节 “一通三防”管理 ........................................................................................................ 28 第三节 顶板管理 ........................................................................................................................ 29 第四节 爆破管理 ........................................................................................................................ 30 第五节 防治水管理 .................................................................................................................... 31 第六节 机电运输管理 ................................................................................................................ 32 第七节 特殊安全技术措施 ........................................................................................................ 33 第八章 其它安全措施 ........................................................................................................................ 34

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第一章 概 述

第一节 概 述

一采区运输上山人行绕道位於运输大巷往里713米處、运输大巷与风井贯穿点往外38米處，開口方位角294°、长度50米、标高1165米，坡度27°，掘进至14.6米往右转向方位角为 24°，坡度不变，掘进至28米时往右转向方位角为114°坡度不变，掘进至41米时落平至50米落平标高+1182米，沿煤层底板中穿层布臵。 用途：用于行人。

一采区运输上山人行绕道是偏坡寨煤矿建井开拓工程中巷道之一， 预计开工时间：2013年4月12日 预计竣工时间：2013年5月12日

第二节 编制依据

1、《煤矿安全规程》2006年版国家安监局 2、《金沙县偏坡寨煤矿开采方案设计说明书》贵州冠中矿业工程设计有限公司。 3、《金沙县偏坡寨煤矿安全设施设计》贵州冠中矿业工程设计 有限公司。 4、《金沙县偏坡寨煤矿资源储量核实报告》 5、《金沙县偏坡寨煤矿补充勘查与生产地质报告》 6、《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006） 7、《中华人民共和国安全法》 8、《中华人民共和国矿山安全法》

9、我国现行煤炭工业其它有关规定、文件、规程、规范 10、贵州省政府有关安全生产的政策、规定

11、本矿有关安全生产的矿纪、矿规，各项安全生产管理制度。 12、现场工程揭露资料的积累。

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第二章 地面相对位置及水文地质情况

第一节 地面相对位置及邻近井情况

一、 地面相对位臵

地面相对位臵及邻近采区开采情况表 表一 水平名称 开口标高 地面相对位臵及建筑物 井下位臵及掘进对地面设施的影响 邻近采区开采情况 走向(m)

第二节 煤（岩）层赋存特征

一水平 +1165 采区名称 落平标高 +1182 无水体、无人工建筑及人工构筑物 该工程对地面无影响 属开拓工程附近无采区开采、无采空区。 倾斜 长度 50米 一、地层

区内出露地层有：第四系(Q)；下三叠统夜郎组（T1y）；上二叠统长兴组（P3c）、龙潭组（P3l）；中二叠统茅口组（P2m）。由老至新简述如下：

1）二叠系中统茅口组(P2m)

出露于矿区东部边界附近及边界外，为浅灰至灰色，中厚至厚层状生物碎屑灰岩，微晶及细晶结构，含腕足类、珊瑚等动物化石及少量燧石结核，厚度大于200m。与上覆龙潭组地层呈假整合结构。

2）二叠系上统龙潭组（P3l）

呈条带状出露于矿区东部，总厚约110m，由一套海陆交互相沉积的细砂岩、粉沙岩、菱铁质灰岩、泥灰岩、泥岩及煤层组成。根据岩性特征及含煤情况分为上、下二段，现分述如下：

①龙潭组下段（P3l1）

本段岩性主要由灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、菱铁质灰岩、泥岩及煤线组成。顶部夹灰岩，下部夹灰岩或泥灰岩；底部为铝土质泥岩。该段厚43～66m，一般厚55m。

②龙潭组上段（P3l2）

上部为灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩为主。其间夹一层2m左右厚的石灰岩及泥岩；下部为深灰色、灰黑色粉砂岩、细砂岩、菱铁质灰岩、泥岩为主；该段厚53～63m，一般厚55m。含可采煤层3层（由上往下编号为5、8、9号煤层）。

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与上覆长兴组（P3c）地层呈整合接触. 3）二叠系上统长兴组（P3c）：

呈条带状分布矿区东部.顶部为深灰色薄层石灰岩,层间夹蒙脱石粘土岩薄层;上下部为灰色中至厚层状含燧石灰岩，微晶及细晶结构，层间偶夹泥质条带，具缝合线构造，含较多的燧石结核及动物化石；底部为深灰色中厚色层状隐晶质灰岩，富含动物化石，夹较多的灰黑色泥质条带。本组厚度为38～44m，一般厚40m.

与上覆夜郎组（T1y）地层呈假整合接触. 4）下三叠系下统夜郎组（T1y）:

出露于矿区中部至西部边界外，自下而上分为三段。矿区内出露下段和中段。 ①夜郎组下段（沙堡湾段T1y1）

灰、黄绿色薄层状钙质泥岩，夹浅灰色粉砂质条带，显水平及缓波状层理由部夹少量灰色薄层泥灰岩。产辩腮类及菊石英钟化石，本段厚为13～16m。一般厚15m.

②夜郎组中段（玉龙山段T1y2）

上部为灰色、浅灰色厚层巨厚层微至细晶石英灰岩，具有缝合线结构，顶部常见鲕状结构，中部为灰色中厚层状灰岩；下部为灰色薄层状泥灰岩、灰岩，夹黄褐色钙质泥岩，本段厚为180～200m，一般为190m.

③夜郎组下段(九级滩段T1y3)

为灰紫、紫红、黄褐色薄层状钙质泥岩，间夹浅灰色粉砂质泥岩。底部夹泥灰岩，本段为127m,一般为180m。

5）第四系(Q)

主要为黄色、黄褐色残坡积物，零星分布于地势低洼处，与下伏地层呈不整合接触。厚0～10m,一般厚5m。

二、构造

矿区位于安底背斜北西翼，为一单斜构造，地层连续完整，产状较稳定，倾向为229°，倾角为27°～29°，一般为27°。

矿区内无大的断层分布，井下巷道中时见一些落差小于2米的小断层,对矿山和采掘部署影响不大。

综上所述，矿区地质构造属较中等类型。

三、煤层及煤质

1、煤层

含煤地层为龙潭组（P3l），系海陆交互相沉积,厚度变化不大,总厚约110m，含煤10余层,由上至下编为1号、2号……15号煤层，含可采煤三层，即5号、8号、9号。煤层总厚8.5m,含煤系数约为7.73%。可采煤层特征见下表：

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表3—2 偏坡寨煤矿可采煤层特征表

煤层 编号 煤层厚度 （m） 1.50～1.85 5号 1.7 1.68～1.76 8号 1.7 1.76～2.20 9号 1.9 2、煤质

1﹚物理性质和煤岩特征

5号煤层：黑色、块状、粒状结构，半亮型，块状构造、似金属光泽，内生节理发育。 8号煤层：黑色、块状、粒状结构，半亮型，块状构造。 9号煤层：黑色、块状、粒状结构，半亮型，块状构造。 2﹚工业分析

根据煤炭分类国家标准GB/T15224.1—2004、GB/T15224.2—2004、GB/T15224.3—2004，矿区内5号煤层为中灰、中高硫、高热值无烟煤，8号煤层为中灰、中高硫、高热值无烟煤，9号煤层为中灰、中硫、特高热值无烟煤。其指标如下表：

7 27 较简单 不稳定 细砂岩 粘土岩 27 较简单 较稳定 细砂岩、粉砂岩 粘土岩 12 27 较简单 不稳定 粉砂岩 粘土岩 煤层间距 （m） 倾角 （°） 煤层 结构 煤层 稳定性 顶底板岩性 顶板 底板 表3－3 煤质特征表

项目 煤层 5号 8号 9号 水份 (Mad) 1.98 2.05 1.86 灰份 (Aad) 16.42 17.59 16.58 挥发份 (Vdaf) 6.99 6.90 5.84 全硫 (Sb.ad) 2.15 2.22 1.24 发热量 (Qbad) (MJ/kg) 28.74 28.20 29.89 四、水文地质条件 1．区域含、隔水层概况 A、含水层

矿区内与矿床充水有关的含水地层主要是茅口组灰岩、长兴组灰岩、夜郎组玉龙山段灰岩。 茅口组灰岩含水层:主要出露在矿区南东部，岩溶裂隙发育，含水较丰富，为良好的含水层。

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对矿井开采影响较大。

长兴组灰岩含水层：主要出露在矿区中部，岩溶裂隙发育，含水较丰富，为良好的含水层。对矿井开采影响较大。

夜郎组玉龙山段灰岩含水层：主要出露在矿区西部，岩溶裂隙发育，含水较丰富，为良好的含水层。对矿井开采影响较小

B、隔水层

主要隔水层为夜郎组沙堡湾段粘土岩、九级滩段粘土岩、龙潭组粘土岩及煤层。

夜郎组沙堡湾段粘土岩隔水层：主要出露在矿区中部，主要由粉砂岩、粘土岩等岩性组成，含水性较弱，是良好的隔水层。

夜郎组九级滩段粘土岩隔水层：主要出露在矿区西部，主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩等岩性组成，含水性较弱，是良好的隔水层。

龙潭组粘土岩隔水层：主要出露在矿区东部、中部，主要由煤层、细砂岩、粉砂岩、泥岩等岩性组成，含水性较弱，是良好的隔水层。

2．地表水

地表水：矿区内有数条冲沟，沟水由大气降雨汇集而成。枯水季节基本无水，雨季随降雨量变化。因此在开采浅部煤炭时，应加强顶板管理，以防地表水的溃入。

3、老空水：调查老窑5个，多数积水，主要为顶板滴水或渗水积聚而成，部分外溢。故在开采时要特别注意老空积水的影响，加强探放水工作，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，以及采取必要的防治水措施。

5．矿床充水因素分析

大气降水为区内的主要充水水源，井田位于补给区，含煤地层裸露，直接接受大气降水的补给，其充水强度与季节和降水强度、持续时间关系密切。因此，未来矿井应加强雨季的防排水工作。

综上所述，矿井为以大气降水、老空积水为主的裂隙充水矿床，水文地质条件中等。 6．矿井涌水量预测

根据《贵州省金沙县禹谟镇偏坡寨煤矿水文地质调查报告》，对矿井现状、开采条件及涌水量实测资料，采用比拟法进行估算未开采区域的矿井涌水量。

Q＝QI×√S×√（F÷FI）/SI 式中：

Q—预测矿井涌水量（m/d）

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3

QI—矿井现状实测涌水量（m/d）

井巷控制面积（km） 地下水位降深（m） 实测矿井涌水量（m/d） 预测矿井未开采区涌水量 （m/d） F1 0.241 F 0.49 S1 90 2

3233

S 229.89 Q1旱 320.48 Q1雨 960.48 Q1旱max 611.62 Q1雨max 1833.04 F—矿区开采面积（km）

FI—现状矿井实际开采面积（km） S――预测未来地下水位下降值（m） SI—矿区现状水位降深值（m） 估算成果见下表 矿井涌水量估算成果表

根据计算结果矿井正常涌水量为611.62（m/d）即25.5 m/h，最大涌水量为1183.04（m/d）即49.3 m/h。

五、其它开采技术条件 1、煤层及顶底板条件

5号煤层: 顶板为粉砂岩，底板为粘土岩。 8号煤层: 顶板为细砂岩、粉砂岩，底板为粘土岩。 9号煤层: 顶板为细砂岩，底板为粘土岩。

煤层顶板为细砂岩、粉砂岩条件较好，底板为粘土岩，条件较差。《报告》未提供煤层顶底板的力学数据。

2、瓦斯

根据贵州省煤炭管理局文件“《对毕节地区2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》”（黔煤行管字[2007]54号）,木林湾煤矿的瓦斯绝对涌出量为0.54m3/min，相对涌出量为3.91m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.16m/min，二氧化碳相对涌出量为1.15m/t，为低瓦斯矿井。偏坡寨煤矿的瓦斯绝对涌出量为1.31m3/min，相对涌出量为8.99m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.34m/min，二氧化碳相对涌出量为2.32m/t，为低瓦斯矿井。

此外,偏坡寨煤矿生产一直较正常,近几年来瓦斯等级鉴定均为低瓦斯矿,木林湾煤矿正常生产年份瓦斯等级鉴定也为低瓦斯矿,见表3-4

表3-4 偏坡寨煤矿整合前矿井瓦斯等级鉴定结果表

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矿 井 偏坡寨煤矿 木林湾煤矿 2004年度 绝对量 m3/min 1.737 相对量 m3/t 8.98 2005年度 绝对量 m3/min 2.618 相对量 m3/t 9.51 2006年度 绝对量 m3/min 1.31 0.54 相对量 m3/t 8.99 3.91 2007年度 绝对量 m3/min 1.1 相对量 m3/t 6.09 因此，矿井按低瓦斯矿井设计。 3、煤与瓦斯突出

该矿井委托中国矿业大学进行了煤与瓦斯突出鉴定，并于2008年6月25日提交《金沙县禹谟镇偏坡寨煤矿C5、C8、C9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》（报告编号08105）。其结论为：C5煤层在开采+1164m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层；C8煤层在开采+1166m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层；C9煤层在开采+1169m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层。该结论经贵州省煤炭管理局以黔煤生产字[2008]895号《关于毕节地区煤炭局〈关于请求审批金沙县禹谟镇偏坡寨等6对煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告〉的批复》同意。因此，矿井按无煤与瓦斯突出矿井设计。但在开采+1164以下水平时应重新进行突出危险性鉴定。

4、煤层自燃倾向性

根据贵州省煤田地质局实验室的煤层自燃倾向性鉴定报告结论：本矿的5、8、9号煤层自燃倾向性为三类，即为不易自燃煤层。

5、煤尘爆炸性

根据贵州省煤田地质局实验室的煤尘爆炸性鉴定报告结论：本矿的5、8、9号煤层煤尘无爆炸危险性。

6、地温

本区无地温异常现象。 7、工程地质

本矿区地形以低山为主。含煤地层局部地段存在小型断层破碎带等软弱层和粘土质伪顶，煤层顶板力学强度中等，如果支护不良，可能出现顶板跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题，故本矿区工程地质条件为中等，在开采过程中应加强巷道软弱部位的顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。

本矿区煤层底板泥岩易泥化、底鼓，在采煤过程中应设计预留煤柱，以防人为因素造成垮塌，在回采阶段，应边采边回填，避免地面沉降等地质灾害的发生。

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第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

该工程一采区运输上山人行绕道位於运输大巷往里713米處、运输大巷与风井贯穿点往外38米處，開口方位角294°、長度50米、标高1165米，坡度27°，掘进至14.6米往右转向方位角为24°，坡度不变，掘进至28米时往右转向方位角为114°坡度不变，掘进至41米时落平落平标高+1182米掘进至50米结束。

一、中心； 开口以方位角294°为方向的射线为巷道施工中心线，掘进至14.6米以方位角24°为方向的射线为巷道施工中心线，掘进至28米以方位角114°为方向的射线为巷道施工中心线。

二、工程平面布臵及剖面布臵見附图

第二节 支护设计

一、支护形式选择

采用锚喷支护， 巷道净断面5.14m2，掘进断面 5.7733m2。 二、临时支护与永久支护距离的确定

（1）围岩稳定时，放炮后立即进行半圆拱部锚杆安装，出碴后立即进行两帮锚杆安装，锚杆支护到迎头，初喷到工作面迎头最大距离为10米，复喷到工作面迎头最大距离25米。

（2）围岩不稳定时，放炮后立即进行半圆拱部锚杆安装，出碴后立即进行两帮锚杆安装，锚杆支护到迎头，初喷后进行下一循环作业，复喷与初喷最大距离为20米。

采用锚喷支护时围岩稳定时，挂顶网（钢筋网），围岩不稳时，挂全网（钢筋网）。 临时支护为带帽顶柱，排步距均为1.0米。

四、附图：巷道支护及临时支护的断面图、剖面图。

第三节 支护工艺

锚喷支护工艺

（一）锚杆类型的选择 选用管缝式锚杆： 锚杆：M2000×Φ20； （二）各项指标

1、锚杆全长2.0米，锚入长度1.9米。 2、采用錨固劑錨固錨杆。

3、金属网为方格网9cm×9cm，钢筋为Φ6mm。 4、采用ZHP-Z型混凝土喷射机，采用干式喷浆。

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技术指标：喷射能力4—5m/h，骨科最大直径25mm；工作压力0.3—0.5MPa；压气消耗量53

—10m/min。

5、混凝土配合比1:2.5:2=水泥：砂：骨科

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其中：砂、石粉砂棵粒分极合理0.1mm—5.0mm；骨科10mm—25mm；水泥425#普通水泥；水PH为7—8。

6、喷射砼厚度100mm，分两次或三次喷射。 （三）支护工艺 1、锚杆安装工艺

a、按设计要求量尺排眼位。

b、安排好的眼位采用锚杆打锚眼，孔深1.9—1.95米。 c、采用风管清孔。

d、凿岩机加变头装上锚杆，用锚杆前端 ，启动锚杆机顶进并旋转打进锚杆 后用搬手旋下螺母挂钢丝网，上托板，重新叫紧螺母，锚杆外露部分5—10cm，半小时后打压实验达到30KN为合格。

2、喷射砼工艺

（1）准备工作：喷射砼之前，应按要求检查工作面规格，用压气、水冲洗岩帮并清除险石，埋设标桩控制喷厚，认真检查喷射机具及水、电、气、管线及准备好照明防尘设施等。

（2）喷射作业

严格按操作规程使用混凝土喷射机，必须调整好气压、水压减少回弹量，喷头操作要先给水后送科，及时调整水灰比，喷射顺序先基后墙再拱，自下而上螺旋状轨迹移动，并合理划划分区段，6米为一基段，再分成2米长小段，先凹后凸，自下而上的正确选择喷射角度（如附图）。

（3）喷距和喷角，垂直喷射（除喷墙下部10°—15°），喷距保持0.6米到1.0米为易。 （4）复喷与初喷时间间隔20分钟以上，若无速凝剂时，需间隔时间4小时以上。 （5）养生（喷层保护）：在混凝土终凝2小时后喷水养护，用普通水泥养护7天以上，用矿碴水泥时养护14天以上。

（6）围岩渗漏水的处理： 先找出出水点（水源点），在该处凿一个深10厘米的喇叭口，冲洗干净后，用快凝水泥将导水管埋入，再向管子周围喷混凝土，达到强度后，再向导管内注入水泥浆将入封闭。（见附图）

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第四节 工程质量验收及验收标准

一、严格执行《工程质量验收制度》，质量监督员随班监督，管理人员每日一检查，每月工程结算前必须进入由生产负责人、技术负责人、财务负责人及相关人员的工程质量验收活动，严格工程质量管理，消灭不合格品。

二、工程质量验收标准（见工程质量验收表）

裸体、锚喷巷道工程质量规定 表三 项目 巷 道 净 宽 巷 道 净 高 质量标准 左帮 主要巷道0～+100优良，0～150合格，一般巷道0～+150，优良，-50～+150合格。无中心巷道0～+200优良，-50～+200合格 右帮 主要巷道0～+100优良，0～150合格，一般巷道0～+150，-30～+150合格。无胶线巷道0～+50优良，-30～+200合格， 锚固力 喷浆及砼强度 部位 拱基线 墙中 墙脚 拱基线 墙中 墙角 腰线至拱顶 腰线至左肩 腰线至右肩 腰线下 初凝 凝结后 右 右 左 右 拱 巷道规格及名称 1000 1200 1200 1300 1200 1200 1200 00 00 1200 30KN 40KN 100 100 100 100 800 800 800 350 300 1200 喷 射 厚 度 锚杆布置 防水特殊 要 求 锚杆规格 锚杆安装 喷射质量 水 沟 锚杆距迎头 初喷距迎头 墙 局部＜10% 拱 ±150 右 右 +30 +15 50 深度 宽度 中心至内沿 腰线至水沟底 1550 15

复喷距迎头 水沟距迎头 工业卫生 工程 评级 参加人 签 字

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第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、施工方法

1、施工方法：钻爆法落岩，人工装岩，采用一次成巷的施工法，组织正规循环作业。 2、施工工序

（1）安全检查，施工前准备。 （2）打炮眼、装药、爆破。

（3）敲帮问顶，出碴及临时支护，断面规格处理。 （4）永久支护。 （5）辅轨，砌水沟。

（6）文明生产（环境卫生），完成一循环。 3、循环进尺：1.5米。 二、各工序的交叉平行作业

1、交接班与工作面检查及架设临时支架的准备工作平行作业。 2、检查中腰线与钻眼准备工作和敷设风水管路平行作业。 3、钻上部炮眼及中部炮眼与装岩平行作业。 4、钻下部炮眼与工作面铺设临时轨道平行作业 5、装药与掩护设备、工具平行作业。

6、架设临时支架与装岩、清扫道心等平行作业。 7、 打锚杆与装岩平行作业。

第二节 凿岩方式

一、凿岩设备及动力

1、采用汽腿式凿岩机湿式钻眼

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凿岩机型号：YT-24型，工作压力0.5Mpa，耗气量小于2.9m/min 气腿型号：Fy-400B 2、供气设备

采用地面空压机通过R100—5无缝钢管管路向井下供气。 空压机类型：电动固定式螺杆空气压缩机 空压机型号：LG-10/B

3

排气量：16m/min 供气压力：0.8mpa 二、凿岩方式：

1、该工程采用浅孔光面爆破法爆破落岩。

2、爆破原始条件：岩石为砂质泥岩、泥岩、砂页岩，普氏系数4—5，属于软及中硬岩石；

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巷道掘进断面面积为5.6m.

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3、爆破指标：循环进尺2.5m；炸药消耗量1.62kg/m，炮眼密度4.2个/m。

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第三节 爆破作业

一、掏槽方式及炸材种类

1、掏槽方式：采用直眼掏槽法布臵 2、炸材种类

炸药：3号坑水岩石铵梯炸药（周边眼药圈直径25mm） 雷管：5段毫秒电雷管。

3、采用引爆器种类：礦用放炮器。 二、装药结构及联线方式 1、装药结构

采用反向装药结构

2、联线方式：大串联

三、炮眼布臵及爆破图表 见炮眼布臵图及爆破说明书

表四 爆破说明书 炮眼名称 中心眼 掏槽眼 空眼 扩槽眼 助眼辅 周边眼 底边眼 底角眼 总计 装药量 炮眼眼深眼距抵抗每孔装眼数总装编（m） （m） 线（m） 药量（个） 药量 号 （卷） 0.4 6 3 18 爆水平 竖直 破联线总装重左右仰零府顺方式 量（kg） 度 度 度 度 度 序 3.6 0 1 串联 角度 1-6 2.2 70 70 0 23-32 12-22 7- 11 2 2 2 0．5 0．4 0．5 10 12 5 2 2 3 20 24 15 4 4.8 3 0 0 2 3 串联 串联 串联 10 10 10 0 0 10 5 32 32 77 15.4

四、放炮位置

在地面即避开井筒方向20米外进行起爆作业。

18

第四节 装运岩方式

一、装岩方式

人工裝矿车，绞车提升到地面翻杆 二、设备配备

1、矿 车：MFC1.1—6A型3辆

第五节 管线敷设及轨道敷设

一、管线敷设：

1、风筒吊挂在巷道拱顶偏左方500MM，出风口与工作面端头距离不得大于5米。2、压风管吊挂在巷道上部偏右方500MM，主管路距离工作面距离不大于30米。3、水管敷设在巷道右帮1.4米高度。 4、电缆吊挂巷道右帮1.8米高度。

5、信号和放炮线分别吊挂在巷道左帮1.8米和1.6米高度位臵。 二、轨道敷设

1、采用KB-22kg/m矿用钢轨，木轨枕。

2、轨枕间距0.5米，轨枕：宽20cm，厚15cm，长1.2米。 3、轨道中心与巷道中心偏左450mm，轨距600mm。 4、轨道平面位于腰线下1.0米。

5、轨道联接必须道板和道板螺丝、平垫、弹簧垫齐全。

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第六节 设备及工具配备（见附表）

设备及工具配备表

表五 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 设备工具名称 调度绞车 水 泵 喷 浆 机 风 镐 風 钻 综 保 局 扇 锚杆钻机 电 话 锹 镐 锤 长 钎 短 钎 激光指向仪 型号规格 单位 部 臺 部 部 部 臺 臺 部 部 把 把 個 個 個 部 数量 1 1 1 2 3 1 1 1 1 5 3 1 3 2 1 备注

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第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

一、采用三八制作的制度，正规循环方式作业，归循环数一个，循环进尺2.5米。 二、劳动力配备（见附表）

劳动组织图表

表六 工种 打眼工 放炮工 拌料工 喷枪手 喷浆机司机 绞车司机 推车摘挂钩工 机电维修工 其它 在册人数 4 2 6 2 2 2 4 2 4 早 2 1 3 1 1 1 2 1 2 出勤人数 中 晚 2 1 3 1 1 1 2 1 2 计 4 2 6 2 2 2 4 2 4

1 2 3 延续时间 4 5 6 7 8

21

第二节 循环作业 循环作业图表

表七 工序顺序 1 2 3 工序所需时间 循环作业时间 早班 晚班 备 注 工序名称 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1 2 3 4 5 6 7 8

准备 打眼 装药 同 4 连线（撤人） 5 6 7 8 9 10 11 12 13 地面爆破 安装锚杆 出矸 初喷 砌水沟 铺轨 掩护设备 质量检查 交接班 上

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第三节 主要技术经济指标 主要技术经济指标表

表八 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 项目 每循环在册人数 每循环出勤人数 出勤率 循环进度 月循环个数 月进度 循环率 炸药消耗 雷管消耗 坑木消耗 水泥消耗 石子消耗 锚 索 锚 杆 毛石消耗 速凝剂 钢丝网 电力消耗 单位 人 人 % M 个 M % Kg/m 个/m m3/m t/m m3/m 条/m 条/m m3/m k/m M2/m Kw/m 指标 10 9 90% 1.5 60 90 100 13 15 0.4 0.5 11 2 备注 23

第六章 生产系统

第一节 通风系统

一、通风方式：

1、通风方式：采用压入式通风方式

2、风机位臵：局部通风机安设在井口门外20米位臵。 二、工作面供风量计算： 1、按瓦斯涌出量计算 Q掘=100×δ瓦掘×K掘道 式中：Q掘：工作面需风量

δ瓦掘：掘进工作面的瓦斯绝对涌出量 K掘道：瓦斯涌出不均匀系数，取1.5。

3

故Q掘=100×0.98×1.5=147m/min。 2、按炸药量计算 Q掘=25A

式中：A：掘进工作面一次爆破最大用药量

3

Q掘=15.6kg×25=370m/min。 3、按工作面人数计算 Q掘=4N

式中：N-掘进工作面同时工作的最多人数。

3

Q掘=4×12=48m/min。 三、设备选型

选用：FBD-NO5.6/22 对旋风机

33

供风量360～180m/min 取200 m/min

采用地面放炮后排炮烟20min，作业人员进入工作面。 四、风量验算

1、按最低风速验算：

3

Q岩掘≥9×S岩掘=5.7733×9=51.95m/min。 2、按最高风速验算

3

Q岩掘≤240×S岩掘=240×5.7733=1385.592m/min。

33

51.95m/min＜240＜370m/min

经验选用风机供风量符合工作面供风量和巷运允许风速要求。 五、通风系统示意图（如附图）

第二节 压风系统

一、供风方式，由地面压风机通过主管路向井面供风，凿岩机供风通过支管与主管路联接完成。

二、压风设备： 1、设备选型：

24

其主要技术参数：电动机功率：55KW 供风量： 供风压力： 2、送风管路：

主管路：R100-5无缝钢管，管径100mm。 支管路：Φ矿用橡胶软管 管径50mm。 三、供风系统示意图：（如附图）

第三节 防尘系统

一、供水系统：地面高位水池，长期容量200m3。 二、供水管路：

主管路：100mm无缝钢管供水到井下。 支管路：2寸塑料软管。 三、防尘措施

采用综合防尘技术措施：湿式凿岩、水泡泥、爆破喷雾、冲洗岩帮、装岩洒水、个体防护。 四、防尘系统示意图（如附图）

第四节 防灭火

该巷基本是岩巷掘进，火灾来源的是外围火源。其主要灾害有：电气设备失火、火工品爆燃、易燃物燃烧、瓦斯燃烧。

灭火供水水源与供水管路系统

水源：地面高位消防水池，常备水量200立米。 管路：与防尘管路并联使用。

管路每40米设三道安装阀门留设支管，最前一段距离工作面端头不大于25米。

第五节 安全监控系统

采用kJ92煤矿瓦斯监控系统及瓦斯自动检测报警电系统。瓦检员使用光学瓦检仪，跟班巡检，管班人员（安全员、班组长、电钳工、跟班矿领导）下井配带便携式甲烷监测报警仪。

瓦斯监控系统及各类仪表安装位臵与型号见瓦斯监控系统图。

第六节 供电系统

采用地面变电所直接向井下供电，见供电系统图。

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第七节 排水系统

一、预计工作面涌水量；

工作面预計涌水量最小1m3/d，最大2 m3 /d。 二、排水方式：

采用浅水泵直接排出地面。 三、排水系统图（见附图）

第八节 运输系统

一、运输方式：工作面人工装岩（煤）入矿车，地面绞车提矿车到地面。 矸石运输

工作面→运输大巷→副平硐→地面翻矸 材料运输：

地面材料场→副平硐→运输大巷→工作面 二、运输系统图如附图

第九节 通讯系统

采用20门自动程控交挽机担负井上、下调度室及相关动门单位联系。见附图

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第七章 灾害预防及避灾路线

本矿灾害源发生几律依次为：机电运输事故、顶板事故、水害、瓦斯事故。 一、严格遵守和执行安全生产规章制度，达到预防灾害的目的。

1、入井验身制度；2、行车不行人，集体升入井制度；3、设备及材料安全准入制度；4、敲帮问顶制度；5、“一炮三检制”瓦检员巡回检查制度；6、机电设备维护保养制度及机电设备定期检修制度；7、工程质量管理制度；8、掘进工作面探放水制度；9、完善斜巷提升“一坡三挡”制度；10、钢丝绳检查保养制度；11、安全规程；12、作业规程；13、操作规程。

二、灾害处理措施

工作面发生灾害时，视事故的具体情况，能自救的应立即组织人员自救，并向调度室汇报，不能自救的应立即撤离到地面。跟班班长要清点人数，统一指挥。

1、灾区人员的自救及抢救人员时的措施

①采用迅速有效的方式、通知、引导灾区人员及受威胁人员撤离。 ②明确事故性质，确定措施方案。

③发生火灾及瓦斯事故以及有害涌等灾害时，灾区人员应立即戴好自救器并按避灾路线有秩序地撤离。

2、处理水灾事故的措施

①发生水灾时应立即汇报调度室，并就地取材，封堵工作面出水地点，防止事故扩大。 ②如情况危险应沿避水灾路线撤到安全地点。 3、处理瓦斯事故的措施

①发生瓦斯事故，应立即报告调度室积极组织抢救，现场人员在保证安全的情况下，必须弄清灾情。

②若情况危急，应立即戴好自救器按避灾路线撤离。 4、处理火灾事故的措施

当工作面发生火灾时，应视火灾性质，灾区通风和瓦斯情况，立即戴好自救器并采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速通知调度室。若情况危急，应立即组织灾区内的人员撤到地面。

5、处理冒顶事故的措施

应沉着冷静，积极组织自救、互救。

处理冒顶事故时必须坚持“敲帮问顶”制度，在有专人观察顶板情况下，用长柄工具将冒顶区及其附近的浮矸和捣墙，确定无危险后，方可由有经验、动作快的工人进行绞架刹顶工作，绞架刹顶时，必须坚持由外向里的原则，逐步缩少空顶面积。

处理冒顶时，必须时刻保持道路畅通，一旦结束后，立即撤到安全地点，待来压过后，再进行处理。

三、避灾路线

1、发生火灾，瓦斯事故时人员撤离路线 工作面-----运输大巷-----副平硐-----地面 2、发生水灾及顶板事故对人员撤离路线 工作面-----运输大巷-----副平硐-----地面 3、避灾路线示意图如附图

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第八章 安全技术措施

第一节 一般常识

1、入井时必须接受检身工检身；安全帽、矿灯、工作服、胶靴、自救器等穿带整齐。 2、严禁酒后下井，严禁穿化纤衣服下井、严禁带火柴等点火工具及手持电话下井，严禁井下吸烟。

3、严禁在井下敲打，拆卸矿灯及矿灯头。 4、井下施工必须搞好“自保、互保、联保”。

5、施工前由队长负责组织人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，并进行签字考试。考试成绩合格的人员方能下井作业，不合格人员必须进行补考且补考成绩合格后，方可下井作业。因事不能参加考试的，必须进行补充贯彻和考试，成绩合格后方可下井作业。

6、施工前，地测部门必须提前给出开口位臵，并标好中心、腰线，施工单位必须严格按中心腰线施工。

7、开工前要对施工地点的帮、顶进行检查和加固。

8、准备好各种材料和工具，检查水、电、压气、通风等各系统是否正常。

第二节 “一通三防”管理

一、通风管理

1、局部通风安设在井门口外20米的位臵。局部通风机必须装备齐全，并安设消音装臵；风机必须于专用风机架上，离开地面高度大于1.0米。其附近10米范围内严禁堆放杂物。

2、局部通风机供电实行“ 两闭锁” 即：风电闭锁和瓦斯电闭锁。

3、局部通风机必须专人管理，要保证正常运转，任何人不得随意停开风机。

4、因检修或其它原因需要停电时，停电单位必须提前一个小时提出书面申请，并经矿生产调度会平衡，相关单位签字同意后，方可按申请在规定时间内停其中一路电源，当两路电源必须同时停电时，施工单位必须提前通知通风队编制排放瓦斯措施及停送电措施，并经总工程师组织相关单位会审后，方可由施工单位提出停电申请。

5、局部通风机固故障停止运转，瓦斯检查员必须通知调度室及总工程师，按规定撤出井下全部工作人员。在恢复通风时，瓦检员要在井口门检查瓦斯，只有瓦斯浓度不大于1.0%，二氧化碳浓度不超过1.5 %时，方可入井并逐步向井下检查，只有已掘井筒中及工作面瓦斯浓度均在1.0%以下时，作业人员方能入井作业。

6、掘进工作面临时停工不得停风，确需停风时必须在井门口设臵栅栏和警示牌。防止人员入内。

7、风筒接头严实、无破口、无漏风现象。接头要翻压边，风筒要用钢线吊挂并且吊挂平直，每环必挂，拐弯处要放弯头，严禁拐死角。

8、风筒出风口距工作面迎头不大于5米，且迎头必须长期备有两节风筒。

9、通风管理人员必须严格通风设施管理，保证通风系统稳定可靠，严禁闲杂人员靠近地面风机。

10、工作面瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止打眼爆破等作业，采取措施进行处理。

11、当掘进工作面瓦斯浓度达到1.5%，回风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止作业撤出

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人员，切断电源，并采取措施进行处理。电动机及其开关附近20米范围内瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。

3

12、掘进工作面及其回风巷内，体积大于0.5m的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，其附近20米范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源进行处理。

13、因瓦斯浓度超限而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0% 以下时方可人工手动复电.

14、掘进工作面二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源撤出人员，汇报调度室，查明原因，采取措施处理。

15、工作面必须安排专职瓦检员，经常检查工作面的瓦斯情况，瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查员有权责令现场人员停止作业，切断电源，并将所有人员撤到地面。

16、掘进工作面施工时，迎头必须悬挂便携式甲烷检测仪，并坚持正常使用。

17、通风管理部门必须督促检查瓦检员的工作。安排瓦检员对掘进工作面、钻场、临时水仓、避难硐室等设点检查，每班巡回检查不得少于三次。汇报不少于一次，实行“三对口”，发现问题及时汇报并采取措施进行处理。

18、施工钻孔时，必须在施工地点悬挂甲烷检测仪，当瓦斯浓度超限时，必须停止作业，切断电源，汇报调度室。

二、防尘管理

1、施工单位定期派专人对整个已掘巷道进行冲洗。工作面装岩必须洒水喷雾，施工队负责在距工作面30～80米位臵设两道净化水幕，并确保正常使用。

2、必须实行湿式钻眼，严禁干打眼。 3、炮前，炮后必须酒水降尘。 4、喷浆时，两道水幕必须使用。 5、放炮装药时必须使用水炮泥。

6、加强个人防护，进入工作面作业人员必须戴防尘口罩。 三、防火管理

1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用完后，必须装入铁桶内密封后及时回收到地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必须密封后运到地面。严禁随意泼洒。

2、严禁各种非标机电设备和材料进入井下使用。

3、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，并迅速汇报调度室。若情况危险则立即通知人员撤离。

4、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材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须用黄砂或岩粉、干粉式灭火器灭火。

5、在抢救人员过程中，矿值班调度必须专门指派一人检查瓦斯，一氧化碳和其它有毒气体浓度，并随时掌握风量的变化情况。同时必须采取防止瓦斯爆炸及燃烧和人员中毒的安全措施。

第三节 顶板管理

一、掘进工作面严禁空顶作业，施工中必须采用临时前探支护，爆破作业前先要架设临时支护及防倒装臵。

二、掘进工作中，施工人员必须坚持“敲帮问顶制度”及“专人观山”制度。要作到“三勤”即勤观察、勤掉顶、勤支护。

三、找顶工作必须遵守下列规定。

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1、找顶时，应有两名有经验的老工人担任，一人找顶，一人观山和退路。 2、找顶人员必须站在安全地点，由外及里，先顶后两邦，依次进行。

3、找顶人员必须使用长柄工具或长钎子，找顶时应戴手套以防止浮矸顺钎滑下伤人。 4、顶板遇有大块断裂的浮矸离层时，应首先设臵临时支护，保证安全后再顺裂隙层理慢慢找下，不得硬刨强挖。

四、作业人员进入现场前，首先由安检员、班组长进入工作面进行检查，确定无隐患后，支护工进入工作地点，先检查帮顶支护情况再进行敲帮问顶，发现问题及时处理，处理完成后，其它人员方能进入作业现场进行作业。

五、临时支护两种形式，（1）无腿棚；（2）带帽顶柱，见临时支护说明。

六、施工中如遇到顶板破碎或构造时，应缩小支护距离及循环进度，随时进行“三勤”工作，一切工作必须在临时支护下完成。

七、工作面支护接顶

1、局部接顶必须由班长统一指挥，并安排人员观察顶板。

2、接顶前首先进行敲帮问顶，必须把浮矸、危岩全部处理掉，确定无危险后方可作业，锚网支护亦须先处理掉悬石危岩后，才能进行挂网和锚杆安装。

3、按顶工作必须在临时支护下完成，要先打好扶手，清理好退路，从冒顶的一端向另一端依次进行。

第四节 爆破管理

1、井下爆破必须由专职爆破工担任，且必须固定在同一工作面，爆破工必须执行“一炮三检制”。

2、炸药和雷管必须分装、分运到井下且分开存放在专用的爆炸材料箱内并加锁；严禁乱丢乱放。爆炸材料箱必须放在支架完好、顶板完整、避开电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放在警戒线以外的安全地点。

3、从成束的电雷管中抽取单个电管时，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，拉住前端角线将雷管抽出。抽出单个雷管后，必须将其脚线扭结成短路。

4、装配起爆药卷时必须遵守下列规定：

（1）必须在顶板完好、支护完好、避开电气设备和导电体的爆破作业地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷，装配药卷数量以当时当地需要的数量为限。

（2）装配药卷时，必须防止电雷管受振动、冲击、拆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，并将电雷管角线扭结或短路。

5、装药前首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质的（或竹制的）炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的药卷必须彼此密接。

6、炮眼的封泥长度不得小于1.0米，炮眼封泥必须使用水炮泥，水炮泥外剩余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填实。严禁用煤粉、块状材料或其它的材料作炮眼封泥。

7、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破：

①工作面空顶距大于2.8米，临时支护损坏或无临时支护的。

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②爆破地点20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0% .

③在爆破地点20米以内，矿车、未清理的煤、矸或者其它物体堵塞巷道断面1/3以上。 ④炮眼内发现异状：温度骤高骤低；有显著瓦斯涌出；煤岩松散；透老空的情况。 ⑤工作面通风供风风筒供风量不足。 8、爆破母线和连接线应附合下列要求： ①爆破母线和连接线必须符合标准。

②爆破母线和连接线、电雷管角线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、多属网、钢丝绳等导体相接触。

③掘进巷道中，母线随用随挂，不得使用固定爆破母线。

④爆破母线与电缆、电线、信号线应分挂在巷道的两侧。如果挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方并保持0.3米以上的距离。

⑤只准用绝缘母张单回路爆破。 ⑥爆破前爆破母线必须扭结成短路。

9、爆破工必须最后一个离开爆破地点，并必须在地面避开井门口的位臵进行引起爆 。 10、必须使用发爆器进行爆破，发爆器必须统一管理、发放，必须定期校检发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符规定的严禁使用。

11、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门培训或训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接角线。检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。

12、爆破前，班长必须清点人数，确认全部人员都到达地面后，方准下达起爆命令，爆破工接到起爆命令后，必须发出爆破警号，至少再等5秒钟，方可起爆。

13、爆破后，待炮烟吹散，爆破工、瓦检员和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、顶板、临时支护、拒爆及残爆情况。如果有危险情况，必须立即处理。

14、通电后拒爆，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上接下，扭结成短路，再等至少10分钟，才允许沿线路检查，找出拒爆的原因。发爆器的钥匙爆破工必须随身携带，不得转交他人。

15、处理残爆、拒爆时，必须在班长指挥下进行。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待清楚。

16、处理拒爆时，必须遵守下列规定。

①由于连线不良造成拒爆，可重新连线起爆。

②在拒爆炮眼0.3米以外务打与拒爆炮眼平行的新炮眼。重新装药爆破。

③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放臵的起爆药卷或从起爆药卷中拽出雷管。无论有无残余炸药，严禁将残底继续加深。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，爆破工必须详细检查炸出的煤矸，收集未爆的电雷管。 ⑤在拒爆未处理完毕前严禁在该地点进行与处理残爆无关的工作。

第五节 防治水管理

1、掘进工作面或已掘巷道中发现透水征兆；

发现挂丝、挂汗；空气突然变冷、出现雾气、有水叫声、顶板突燃出现淋水、原有淋水突然加大；顶板压力增大、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、涌水突然变浑、有臭鸡蛋味等，必须立即停止作业，采取措施，报告调度室，发出警号，所有人员撤离到地面。

2、水沟及临时水仓要及时清理，井下排水设施要始终处于完好状态。

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3、必须在探水安全保护距离内进行作业。 4、其它见《偏坡寨煤矿探放水安全措施》。

第六节 机电运输管理

一、机电管理

（一）各类司机必须由经过培训、考试合格并执有合格证上岗的专职和兼职人员担任。 （二）电气设备及供电缆线管理

1、存在下列问题的电气设备不得下井使用。 ①防爆结合面锈蚀，划痕起过规定。

②绝缘座破裂，导致接线柱松动。按线柱变形和螺丝滑扣； ③导电螺柱，螺母锈蚀超规定的； ④喇叭嘴不配套或断裂、缺损。

⑤开关本体与外壳不配套，盖与外壳不配套，缺手把或转动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。

⑥开关的机械闭锁失效。

⑦开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。 ⑧开关托架断裂或固定不牢。

⑨没有指定的电气设备防爆员检查出具的防爆合格证。 ⑩电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢，无罩或无风翅。

2、电气设备金属外壳和电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完整合格不得锈蚀。

3、机械部分的主要连接件或受冲击载荷易松动部分的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装臵。电气部分固定用的螺母应使用防松装臵，弹簧垫圈应紧靠螺母安装。

4、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）应规格一致。

5、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出1-3个螺距。不得在螺母下加多余的垫圈或螺母来减少螺检的伸出长度。

6、电气设备的隔爆外壳应清洁，完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆： ①外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm，同时凹凸深度达到5mm。

②使用未经有关产中门指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）。 ③防爆内、外有锈皮脱落。

④闭锁装臵不全，变形破坏起不到闭锁作用。

⑤隔爆室（腔）的观察孔透明板松动、破裂或使用普通玻璃。 ⑥防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。

⑦改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙不符合规定。 7、电缆引入装臵接线嘴应完整齐全、紧固、密封良好。

8、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20米以外并掩护好。 9、各低压操作信号打电器必须使用防爆按扭。严禁明电操作。

10、电气设备与轨道间的安全间隙不得小于0.7米，井下的照明和信号装臵，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明，信号综合保护装臵。不得使用明电照明设备。

11、不得带电检修，搬迁电气设备和电缆。

12、检修或移动设备前，必须切断电源，检查瓦斯。在其巷道中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验。检验无电后，方可进行导体对地放电。所有开关的闭锁装臵必须可靠地防止送电，防止擅自开气操作。开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人

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工作，不准送电”的字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。

13、馈电线上必须装设短路、过负荷及漏电保护装臵。电动机控制设备应具备短路、过负荷、单相断电、漏电闭锁及运程控制装臵。

14、设备的调整值必须符合要求，不得擅自更改。 15、电缆的选用应遵守下列规定：

①必须选用经检验合格并取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。 ②电缆应带有供保护接地的足够截面的导体。

③电缆主线芯的截面积应满足供电线路负荷的要求。

④必须采用符合标准的橡套软电缆，对移动式或手持式电气设备应使用专用橡套电缆。 ⑤照明、信号和通讯及控制用的电缆，应采用通信电缆或橡套电缆。

16、电缆敷设必须用吊钩吊挂，其悬挂点距离不得大于3米；应有适当的松驰度，能在意外接受外力时自由坠落，其高度距轨面1.6米以上。

17、电缆连接应符合下列要求：

①电缆与电气设备联接必须使用与电气设备性能相符的接线盒，电缆线芯必须使用齿形线压板（卡）与电气设备连接。

②不同型号电缆之间严禁连接；必须采用符合要求的接线盒，连接器或母线盒进行连接。 ③电缆的修补应采用阻燃材料冷补。在井下冷补电缆必须定期升井实验。

18、井下供电应做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”即：无鸡爪子、羊尾巴、明接头；有过电流和漏电保护装臵、有平垫和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装臵；电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐；防护装臵全、绝缘用具全、图纸资料全；坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明、信号综合保护，坚持使用瓦斯电、风电闭锁。

二、运输提升管理

1、耙装机固定移动和使用必须遵守如下规定（参见第四章第四节）

2、地面提升绞车必须按《安全规程》要求安装，确保深度指示器、防过巷装臵及制动系统齐全、运行可靠。

3、完善“一坡三档”即井门口平车场变坡点上1.5米设阻车器（跟头闸），变坡点下13米位臵（略大于一列车长度）设臵挡车栏，在工作面作业地点上30-40米位臵设立挡车栏。

4、钢丝绳必须每班检查一次并记录备查，当磨损程度达到10%或一个拎距内断丝达到四根则必须立即更挽。

5、托绳轮每10米一组，专人管理，注油及时。 6、坚持“行车不行人，行人不行车。”原则，集体升入井。 7、提放车时，作业人员必须到躲避硐室躲避。 8、绞车提放信号必须完善 “一声”停、“二声”拉、“三声”放、“四声”慢拉、“五声”慢放。

9、绞车司机必须持证上岗，操作时必须听清信号，经“回铃”后方可启动绞车。

第七节 特殊安全技术措施

一、探放水安全措施见《偏坡寨煤矿探放水安全技术措施》。 二、

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第八章 其它安全措施

本规程规定不妥不祥之处严格按《煤矿安全规程》及 《金沙县偏坡寨煤矿安全设施设计》有关规定认真执行。

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