副斜井+770水平下部车场掘进作业规程

新疆阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿 掘进作业规程

阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿

副斜井+770水平井底车场

掘进作业规程

第一章 概 况

第一节 概 述

一、掘进的目的及用途： 1、用途：

所掘的副斜井+770水平井底车场在A3煤层和A3煤层的顶、底板岩石里，用于向+770水平进风、行人、运料。

二、巷道设计长度和服务年限

副斜井+770水平井底车场掘进长度为51.5米。

工程量共计：737.27m。其他相关尺寸详见【副斜井+770水平井底车场及轨道上山下部车场平、剖、断面图】。 服务年限：该巷道的服务期限为23年。

四、预计开、竣工时间

该掘进巷道自2009年10月5日开工，预计70天完工。

3

第二节 编 写 依 据

１、《阜康市西沟煤矿改扩建初步设计》。 ２、《煤矿井巷工程质量验收规范》。 ３、《煤矿安全规程》。

４、《阜康市西沟煤矿地质报告》。 ５、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》。

6、《副斜井+770水平井底车场及轨道上山下部车场施工图》

第二章 地面相对位置及地质情况

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第一节 煤（岩）层的赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距

井田位于二工河～黄山倒转向斜的北翼，为向南倾的单斜构造，总体倾向87°或167°，倾角44°～58°，东段走向北东东向，倾角略缓，倾角44°～47°；西段走向转为北西西向，倾角变陡， 倾角51°～58°。

1、煤层：

井田内含可采和局部可采煤层共4层，分别为A7号、A5 号、A3号和A2号煤层。煤层为急倾斜煤层，各煤层平均厚度分别为3.46m、23.76m、6.9m和1.8m。各煤层结构简单。煤层具有爆炸危险性，属不易自然发火煤层。

2、各煤层叙述如下：

A7号煤层：为全矿井可采煤层，煤层较稳定，结构简单，层位稳定，煤层可采厚度2.46～6.81m，平均可采厚4.73m。煤层顶板为细砂岩、粉砂岩和泥岩，底板为泥岩、炭质泥质。与下部的A5号煤层间距15.71～28.71m。

A5号煤层：为全矿井可采煤层，属结构简单、层位稳定、全区可采的巨厚煤层。煤层可采厚度16.64～28.93m，平均可采厚23.75m。煤层顶板为细砂岩、粉砂岩、炭质泥岩、中砂岩和粉砂质泥岩，底板为泥岩、炭质泥质、粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩和含炭质泥岩。与下部的A3号煤层间距25.71～45.81m。

A3号煤层(北大槽)为结构简单，稳定、全矿井可采的厚煤层。由东向西变厚，向深部有变薄趋势。煤层在地表已火烧，火烧垂深70～164m，1线火烧深度最大，垂深164m。煤层可采厚度4.88～8.31m，

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平均可采厚6.90m。煤层顶板为细砂岩、砂砾岩、粗砂岩、中砂岩岩；底板为泥岩、细砂岩、粉砂岩和粉砂质泥岩。 与下部的A2上煤层间距10.06m～28.27m，平均间距17.68m。

A2上煤层：结构简单，较稳定有全区可采薄～中厚煤层。由西向东变薄，至不可采。该煤层在地表已火烧，火烧垂深70～140m，1线火烧深度最大，垂深140m。煤层平均可采厚1.44m。煤层顶板为细砂岩、粉砂岩、粗砂岩；底板为粉砂岩、粉砂质泥岩、中细砂岩。

A2号煤层：为结构简单、稳定的局部可采薄煤层。东部略厚于西部。该煤层在地表已火烧，火烧垂深70～140m，1线火烧深度最大，垂深140m。平均可采厚1.11m。煤层顶板为粗砂岩、细砂岩岩；底板为粉砂岩、细砂岩。 3、煤层顶底板岩性

A7号煤层：顶板主要为细砂岩、粉砂岩、泥岩，底板为泥岩、炭质泥岩，在饱和状态下的抗压强度均18.9～73.4MPa。

A5号煤层：顶板为粉砂岩、细砂岩、炭质泥岩、中砂岩、粉砂质泥岩，在饱合状态下单向抗压强度为1.5MPa，在天然状态下单向抗拉强度为0.1MPa，软化系数为0.04，属易软化的软质岩石。底板泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩、含炭泥岩，在饱合状态下单向抗压强度为5.6MPa，在天然状态下单向抗拉强度为0.2MPa，软化系数为0.12，属易软化的软质岩石。

A3号煤层：顶板细砂岩、砂砾岩、粗砂岩、中砂岩，在饱合状态下单向抗压强度为30.0MPa，在天然状态下单向抗拉强度为0.3MPa，软化系数为0.30，属易软化的软质岩石。底板泥岩、细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，属易软化的软质岩石。

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A2号煤层：顶板粗砂岩、细砂岩，底板为粉砂岩、细砂岩。 岩石物理力学性质试验成果表：

单向抗压强度(MPa) 编号 岩石名称 饱和状态 17.6～A7顶 粉砂岩 22.0 A7底 细砂岩 A5顶 细砂岩 A5底 粉砂岩 A3顶 粗砂岩 A3底 细砂岩 27.0 1.5 5.6 30.0 28.7 42.6 46.3 101.4 90.4 0.1 0.2 0.3 0.3 2.4 3.8 7.0 3.2 0.04 0.12 0.30 0.32 干燥状态 强度(MPa) (MPa) 天然状态单项抗拉天然状态直软化剪切强度 系数 3、开采现状

井田内A7号和A2号煤层未开采。

二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 该煤层未做瓦斯等级鉴定，因此A7号煤层参照A5号煤层的瓦斯等级执行。A5号煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.93m3/min，该煤层自燃倾向性为（Ⅱ类）自燃，发火期5--6个月；煤尘爆炸指数Vd为37.99，有爆炸性。

第二节 地 质 构 造

井田位于二工河～黄山倒转向斜的北翼，为一向南倾的单斜构造，总体倾向83°—90°，倾角44°～58°，东段走向北东东向，倾角略缓，倾角44°～47°；西段走向转为北西西向，倾角变陡，倾角51°～58°。

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井田地表未发现断层构造，断层不发育，二水平运输巷中见有小断层，断距３～５m，为一平推断层，只将A2号煤层断开，其余煤层未断开，在其上部一水平运输巷

A2号煤层中深部未见该断层底迹。说明井田断层不发育。这个小断层并不影响井田主要煤层的开采。

第三节 水 文 地 质

井田内煤层露头全部火烧，深度80～100m。煤层火烧而使得四周岩石被烧结烘烤，火烧后的岩石体积缩小，裂隙而变得发育，大气降水、雪融水易在此停留蓄集，形成的火烧层积水则造成对矿床充水。 根据地质报告提供资料，A7号煤层火烧下限标高+949m，A5号煤层火烧下限标高+962～1052m，A3号煤层火烧下限标高+974～+1004m， A2号煤层火烧下限标高+976～+1003m。

本区为A3号煤层+772m水平至+776 m水平之间掘进巷道，+770 m水平巷道顶板离火烧下限标高+974m还有198 m垂直的安全距离，所以煤层火烧区的积水对本区巷道掘进并无影响。但为了确保安全，在施工当中注意观察，发现问题或有透水预兆时及时处理。

第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷 道 布 置

副斜井+770水平井底车场方位角为246°（与副斜井一致），倾角为-3?，平面布置方式：详见【副斜井+770水平井底车场及轨道上山

下部车场平、剖、断面图】

第二节 巷 道 断 面

1.单轨东段(长度为5m)：巷道断面下部为矩形，净宽度为3.5m，墙高1.3m上部为半圆拱形，净拱高为1.75m，净断面积为9.36㎡。

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掘进宽度为3.7m，掘进拱高为1.85m，墙基础深度为0.2m，掘进断面积为10.18㎡。

巷道断面、轨道、台阶、管、线布置示意图

单位：mm

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2、单轨西段(长度为13.45m)：巷道断面下部为矩形，净宽度为3.1m，墙高1.5m，上部为半圆拱形，净拱高为1.55m，净断面积为8.42㎡。掘进宽度为3.3m，掘进拱高为1.65m，墙基础深度为0.2m，掘进断面积为9.22㎡。

巷道断面、轨道、台阶、管、线布置示意图

单位：mm

灯钩监控线动力线风筒风管防尘水管轨道3、双轨段(长度为33m)：巷道断面下部为矩形，净宽度为4.4m，墙

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高1.5m，上部为半圆拱形，净拱高为2.2m，净断面积为14.2㎡。掘进宽度为4.6m，掘进拱高为2.3m，墙基础深度为0.2m，掘进断面积为15.21㎡。

巷道断面、轨道、台阶、管、线布置示意图（单位：mm）

灯钩动力线风筒监控线风管防尘水管轨道轨道第三节 支 护 说 明

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支护说明 一、煤巷段：

1、临时支护：在巷道空顶范围内，打4根金属锚杆，用铁托板临时

轨道支护顶板。

2、永久支护：锚杆+锚网+钢带+锚索+喷浆联合支护方式。 二、岩巷段：

永久支护：锚杆+喷浆支护。 三、支护技术要求：

锚杆间、排距为0.65米，钢带间距为1.3米，锚网的搭接宽度为0.1米，锚杆长度1.8米。

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锚杆与巷道顶板或两帮之间的夹角为80—90度，锚杆外露长度不能超过50毫米，锚杆、锚网必须紧贴巷道的顶板和两帮，喷射

混凝土标号：C20

支护示意图： 四、支护材料设计 1、支护参数的设计

(1) 材料:Ф18圆钢金属锚杆1.8m，铁托板0.12m×0.1m×0.03m，Ф18树脂锚固剂350mm，Ф22螺帽，锚索8米。钢带的排距为0.8米。要按规定做好锚杆锚索的拉拔力试验。

(2) 锚索支护每孔使用锚固剂不少于4卷，锚固长度不小于1.5米，锚索选用φ15的钢绞线，长度不小于8米，锚索托板采用0.3m×0.3m×0.01m 钢板，锚索露头长度为300 mm。锚索安装48小时后要校正预紧力。

(3) 顶板打双排锚索，施工的锚索孔要与水平面成75度夹角进行串层支护。

(4) 锚杆排距:0.65m，锚杆间距：0.65m。

(5) 锚索间距:3m，锚索排距：1.2m。形成交错3米双排布置。

2、质量标准与检验

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锚网巷道工程质量验收标准： 单位：毫米（针对此巷道） 标准规定 项目 检验项目 类别 合格 优良 0~+200 0~+150 主要巷道 -50~+200 0~+200 一般巷道 巷道净宽 无中线测全-100~+200 -50~+200 宽 0~+150 0~+100 主要巷道 基本项 -50~+150 0~+150 目 一般巷道 巷道净高 无中线测全-50~+150 -50~+100 宽 合格 最低值不小于设计的90% 锚固力 优良 最低值符合设计值 合格 50米内±2% 巷道坡度 优良 50米内±1% -100~+100 锚杆间排距 +50~+100 网间压茬 0~+150 锚杆长度 允许偏 差 露出托板≤50 锚杆外露长度 项目 ≤50 合格 每50米巷道不多于6根 失效锚杆 优良 每50米巷道不多于3根 紧贴煤（岩）壁，铺设平整，压茬符合金属网 要求 托板、螺母、钢 规格符合设计值，铺设符合设计值 带 五、支护工艺

1、施工顺序：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→煤巷掘进→敲帮问顶→打临时支护→打锚杆眼→安装锚杆→打锚索眼→安装锚索→收尾整理工程质量。

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2、掘进落煤、出煤，掘进循环进尺1.5m。

3、安装顶板及两帮的锚杆：（1）用尺子量好眼位并做好记号。（2）进行临时支护，打临时锚杆。（3）施工顶板锚杆孔，先标记好锚杆位置。用液压钻机沿着眼位垂直于煤面向里钻进，锚杆的孔深为1.8米。（4）装树脂药卷：用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底，每孔装树脂药卷1节。（5）搅拌树脂：用搅拌接头将液压钻机与锚杆的螺母连接起来，搅拌15-25秒后停钻。（6）用同样的方法安装两帮的锚杆。

4、铺网、压钢带、上铁托盘和螺母：

（1）金属网搭接0.1m，用铁丝联网。（2）钢带压在金属网上，铁托盘压在钢带上，最后上紧螺母。锚杆外露螺母外长度2cm~5cm。 5、施工锚索

（1）施工顶板锚索孔，用锚杆机沿着眼位与水平成75度角于煤面向里钻进，顶部的孔深为不小于8米。（2）送4节树脂药卷和一根8米的钢丝绳。（3）搅拌树脂20秒停钻。（4）上紧锚索托板和锁头。 六、支护技术 1、锚杆支护技术要求

1）、每班进入工作面班长和安全员都要认真检查巷道及工作面的支护情况，特别是顶板、两帮、锚网、锚杆、钢带等情况，发现问题必须及时处理。

2）、掘进过程中严格按照技术部门给定的中、腰线施工。 3）、每班进入工作面都要严格执行敲帮问顶制度。

4）、施工锚杆时必须将锚杆打直施工好锚杆后外露部分必须不小于2cm，不大于5cm。

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5）、金属锚杆排距0.65米，锚杆间距0.65米，打眼前应用粉笔在围岩上做好标志。 6）、严禁空顶作业。

7）、锚杆眼的方向与施工巷道断面垂直，并要适当向南形成传层结构。 8）、安装锚杆前，应先检查锚杆孔布置形式，孔距、孔深、角度以及锚杆质量，不符合规定的要进行处理和更换。 9）、安装前，应将眼孔内的煤岩，粉屑用水冲干净。

10）、安装金属锚杆必须认真操作，托板要紧贴岩壁面，并不得有松动现象。

11）、锚杆安装后，先铺金属网，再上钢带，最后上铁托板和螺帽，托板要紧贴岩壁面。网子搭接10公分，网子必须压在钢带之下。 12）、锚杆安装后，要两天后进行锚固力紧固工作。

13）、安装锚杆时必须先用杆体测量孔深和孔直度，金属锚杆孔深不小于1.8米，再将树脂锚固剂放入孔内，并用杆体将锚固剂缓推至孔底，每孔使用树脂锚固剂1卷。

14）、在金属杆体尾部上好连接头，用液压锚杆机连续搅拌，搅拌时间要符合规定，搅拌时间不少于5秒。

15）、搅拌后，用木楔塞卡住杆体，然后轻轻取下搅拌钻具，不允许出现杆体下滑现象。

16）、采用锚杆机打眼时，严禁带手套打眼，打眼过程中不准用手扶、托钻杆或用手掏眼口的煤粉。 2、锚索支护技术要求

1）、施工前要备齐钢绞线、锚固剂、托盘、锚具等支护材料和锚杆眼钻机、套钎、锚索专用驱动头、张拉油缸、高压油泵、液压剪、

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注浆泵等专用机具及常用工具。 2） 准备好施工所需油、水、电。 3） 用锚索钻机打眼前进行以下检查： a) b) c) d) e) f)

检查所有操作控制开关，所有开关都应处在“关闭”位置。 检查油雾器工作状态，确保油雾器充满良好的润滑油。 清洁风水软管，检查其长度及锚杆机连接情况。 检查锚索机是否完好。

检查是否漏水，及时更换水密封。

安装钻杆前检查钻头是否锋利，检查钻杆中孔是否畅通，检查钻杆是否弯曲，严禁用弯曲或中孔不畅通的钻杆打眼。 g)

张拉锚索前，检查张拉油缸、油泵及油路接头是否松动。

4）操作顺序

锚索支护工必须按以下顺序进行操作： a) b) c) d) e) f) g)

备齐机具及有关材料。 检查并处理工作地点的隐患。 检查锚索机所需油、水、电。 打（钻）锚索孔。 组装锚索。 安装锚固剂、锚索。 张拉锚索。

H清理现场。 5）正常操作 A、打锚索眼

（1） 敲帮问顶，检查施工地点围岩和支护情况。

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（2） 根据锚孔设计位置要求，确定眼位，并做出标志。 （3） 检查和准备好锚杆钻机、钻具、电缆及水管。 （4） 必须采取湿式打眼。

（5） 竖起钻机把初始钻杆插到钻机接头内。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，先升千斤腿，使钻头顶住岩面，确保钻眼位置正确开钻。操作者不能站在操作臂下面，分腿站立，保持平衡。先开水，后开泵。开始钻眼时，转速要慢，随着钻孔深度的增大，调整到合适转速，直到锚孔钻到位。在软岩条件下，锚杆机用高转速钻进，要调整机腿的支撑力，防止糊眼。

（6） 在硬岩石条件下，锚杆机用低转速钻进，要缓慢增加支腿推力。 （7） 钻完最终钻孔后退钻杆。 （8） 打完锚索眼后，先关水再停电。 B、组装锚索：按设计要求组装锚索。 C、锚固锚索

（1） 检查锚索眼，不合格的及时处理。

（2） 把锚索末端套上专用驱动头，拧上导向管并卡牢。 （3） 将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底。

（4） 用锚杆机进行搅拌，将专用驱动头尾部六方插入锚杆机上，一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速后半程用快速旋转约40秒。

（5） 停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后缩下锚杆机。

3、喷射混凝土技术要求：

（1）检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，发现问题

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诮及时处理。

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

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

（4）喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。

（5）喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。 （6）、喷射混凝土的工艺要求：

喷射顺序为先墙后拱，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。

人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌3遍使其混合均匀。

喷射时，喷浆机的供风压力为0.4Mpa，水压应比风压高0.1Mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4~0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少，一次喷射混凝土厚度50~70mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h。否则，应用高压水重新冲洗受喷面。

（7）、喷射工作：

喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹率不得超过15%。若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量；若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。

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喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28d以上，7d以内每班洒水1次，7d以后每天洒水1 次。一次喷射完毕，应立即收集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回 率不得超过15%，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30%。

开机时，必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最后停风。喷射工作开始后，严禁将喷射枪头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头，并将喷口朝下。

第四章 施工工艺

第一节 施 工 方 法

一、煤巷段：

该巷道采用煤电钻打眼、爆破，用人工装、运煤。 二、岩巷段：

该巷道采用煤电钻或风钻打眼爆破，用人工装、运煤岩。三、运输、提升设备：该巷道轨道型号：30㎏/m，采用矿用提升绞车提升，采用1tU型固定矿车运输。

第二节 爆 破 作 业

巷道所在煤层均为较硬煤层，其中有部分夹矸比较坚硬，故采用楔形掏槽。炸药使用矿用硝胺炸药，瞬发电雷管起爆。起爆使用MFd-100型防爆发爆器起爆，连线方式为串联。 1、双轨煤巷段炮眼布置图：

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上分层下分层

上分层炮眼装药量表：

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眼号 1—4 5—12 眼名 掏槽眼 眼长 米 2.0 装药量（kg） 眼深米 卷/眼 小计 1.8 4 4 3 2.4 4.8 5.85 倾角（度） 水平 垂直 80 90 90 80 90 90 爆破顺序 联线方法 串联 串联 1 2 1.8 辅助眼 1.8 13—25 周边眼 1.8 1.8 上分层预期爆破效果： 名称 炮眼利用率 每循环进尺 每循环爆破实体量 3 串联 单位 % m m3 数量 93 1.7 11 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 每m3煤岩雷管用量 单位 kg/m m 个/m3 数量 7.68 42.2 2.27 下分层炮眼装药量表：

眼号 眼名 眼长 米 1.8 1.8 1.8 眼深米 1.8 1.8 1.8 装药量（kg） 卷/眼 小计 4 4 3 3.0 3.0 5.85 倾角（度） 水平 垂直 90 90 90 90 90 90 爆破顺序 联线方法 串联 串联 1—5 第一排眼 6—10 第一排眼 11—23 周边眼 1 2 3 串联 下分层预期爆破效果： 名称 炮眼利用率 每循环进尺 每循环爆破实体量 单位 % m m3 数量 93 1.7 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 单位 kg/m m 个/m3 数量 6.97 41.4 1.55 314.86 每m煤岩雷管用量 2、双轨岩巷段炮眼布置图：

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上分层下分层

上分层

炮眼装药量表：

眼号 1—4 眼名 掏槽眼 眼长 米 2.0 1.8 1.8 1.8 装药量（kg） 眼深米 卷/眼 小计 1.8 1.8 1.8 1.8 6 5 4 4 3.6 5.25 4.8 10.8 倾角（度） 水平 垂直 80 90 90 90 80 90 90 90 爆破顺序 联线方法 串联 串联 1 2 5—11 第一排眼 12—19 第二排眼 20—37 周边眼 3 4 串联 串联 上分层预期爆破效果： 名称 炮眼利用率 每循环进尺 单位 % m 数量 85 1.53 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 单位 kg/m m 数量 15.98 66.6 阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿技术办 20 2009年9月

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每循环爆破实体量 m3 9.95 每m3煤岩雷管用量 个/m3 3.72 下分层炮眼装药量表：

眼号 眼名 1—7 第一排眼 8—14 第二排眼 1.8 15—21 第二排眼 1.8 22—38 周边眼 1.8 眼长 米 1.8 眼深米 1.8 1.8 1.8 1.8 装药量（kg） 卷/眼 小计 6 5 5 4 6.3 5.25 5.25 10.2 倾角（度） 水平 垂直 80 90 90 90 90 90 90 90 爆破顺序 联线方法 串联 串联 1 2 3 4 串联 下分层预期爆破效果：

名称 炮眼利用率 每循环进尺 每循环爆破实体量 单位 % m m3 数量 85 1.5 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 单位 kg/m m 个/m3 数量 18 68.4 2.9 313.11 每m煤岩雷管用量 3、单轨岩巷段炮眼布置图： 阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿技术办 21 2009年9月

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炮眼装药量表： 眼号 1—4 5—13 14—30 31—37 眼名 掏槽眼 眼深m 2.0 2.0 2.0 2.0 装药量（kg） 卷/眼 6 5 4 4 小计 3.6 6.75 10.2 4.2 倾角（度） 水平 80 90 90 90 垂直 80 90 90 90 爆破顺序 联线方法 串联 串联 1 2 辅助眼 周边眼 底眼 3 4 串联 串联 预期爆破效果： 名称 炮眼利用率 每循环进尺 每循环爆破实体量 单位 % 米 米3 数量 85 1.7 名称 每米巷道炸药消耗量 每循环炮眼总长度 单位 kg/m 米 个/m3 数量 14.56 74 2.5 314.72 每m煤岩雷管用量 第三节 管线敷设

在掘进施工中，敷设风筒、高压风管、水管等均应按《断面及管线布置示意图》中规定的位置吊挂，要牢固整齐。见附图。

1、风管、水管接头要严密，不得漏风、漏水。供水管路使用 1寸铁管，距工作面10m范围内使用1寸胶管。

2、风筒使用直径600mm的抗阻燃软胶风筒，逢环必挂且不得漏风，风筒口到工作面不得超过5m。

第四节 设备及工具配备 设备及工具配备情况表：

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第五章、劳动组织正和主要技术经济指标

1、煤巷段（双轨段分二次成巷：先打上部，后打下部）： 采用“三八”工作制，即每天三班施工，八小时工作制。每一天完成三个循环，进尺约为5.1米（包括：单轨段全断面放炮、出渣、支护，双轨段分次放炮、出渣、分次支护）。 劳动组织表：

工种 打眼工 放炮员 瓦检员 运煤工 绞车工 合计 小班人数 1 1 1 2 1 6 三班人数 3 3 3 6 3 18 备注 兼班长、装煤 兼装煤 三个班分别掘进兼支护 主要经济技术指标表：

序号 １ ２ ３ ４ 5 6 7 名 称 风钻 1寸胶管 局扇 风筒 钢管 U型矿车 电煤钻 规 格 15×2的对旋式局部通风机 Φ600 Φ1寸 1吨 数 量 4台 30m 2台 270m×2 270m 6辆 2台 备 注 阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿技术办 23 2009年9月

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工序名称 开班前会 下井 敲帮问顶 打眼装药 炮前灭尘 放炮排烟 炮后灭尘 装、运煤 支护 序号 铺轨道 1 打扫卫生 2 合计 3 4 5 6 7 8 需要时间1小2小3小4小5小6小7小8小（分钟） 时 20 15 10 70 10 30 15 155 时 时 时 单位 级 m2 m2 mm 打眼放炮 m/工日 人 米 时 时 时 数量 1.5—2 9.22 8.42 100 每循环13.83 m3 0.25 18 1.7 时 循环作业图表： 95 技术经济指标 50 煤硬度 10 巷道掘进断面 480 巷道净断面 喷浆 落煤方式 工效 在册人数 每（班）循环进尺

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2、岩巷段（双轨段分二次成巷：先打上部，后打下部）：

采用“四六”工作制，即每天四班施工，六小时工作制。每一天完成一个循环，进尺约为1.5米（包括：单轨段全断面放炮、出渣、支护，双轨段分次放炮、出渣、分次支护）。

第一班：打掏槽眼，辅助眼，放炮后给第三班打巷道上部的边眼。 第二班：出渣。

第三班：打巷道底部的边眼，放炮后打锚杆眼。 第四班：出渣，搞临时支护。 劳动组织表：

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序号 放炮班 第一、 三班 出渣班 第二、 四班 合 计

工种 打眼工 放炮员 瓦检员 装渣工 瓦检员 信号工 绞车工 推车工 一班人数 2 1 1 3 1 1 1 1 11 两班人数 4 2 2 6 2 2 2 2 22 备注 其中一人兼班长 兼打眼 其中一人兼班长 兼装渣 兼推车 循环作业图表：

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工序 名称 打眼放炮 打锚杆眼 出渣、临时支护 打眼放炮、 打锚杆眼 一班 二班 三班 四班 6 6 6 6 备注 根据各班实际 需要的时间可以实行调整。 出渣、临时支护 通风 主要经济技术指标表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 技术经济指标 岩石硬度 巷道掘进断面 巷道净断面 喷浆 落煤方式 工效 在册人数 每（班）循环进尺 单位 级 m2 m2 mm 打眼放炮 m/工日 人 米 数量 4—6 9.22 8.42 100 每循环13.88m3 0.077 22 1.5 阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿技术办 27 2009年9月

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第六章 生产系统

第一节 通 风

施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在副斜井中，风机距+845水平甩车场口不得小于15米。

一、通风系统：地面新先风→副斜井→局部扇风机→掘进工作面→副斜井延伸段→+845水平运输巷→+845水平至+897水平回风上山→+897水平集中回风巷→+897水平至+920水平回风上山→回风斜井→地面。

二、风量计算

（一） 、掘进工作面实际需要的风量计算： 1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算： Q=100qk

Q---掘进工作面实际需要风量

100----单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%的换算值。

q----掘进工作面绝对瓦斯涌出量：0.86m3/min（参考2008年的瓦斯等级鉴定报告中+770水平A3煤层掘进工作面的绝对瓦斯涌出量）

k---掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.8 Q=100×0.86×1.8=154.8m3/min

2、按掘进工作面作业最多人数计算： Q=4N=4×10=40m3/min

式中N—同时掘进作业面作业最多人数，按10人计算。

3、按一次爆破最大炸药用量，为10.8㎏

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Q=25A=25×10.8=270 m3/min

4、按《规程》规定的最高和最低风速计算： 15S净大 ≤ Q ≤ 240S净小 15×15.42 ≤ Q ≤ 240×8.42 231.3m3/min ≤ Q ≤2020.8m3/min

式中：15-----《规程》允许的最低风速，m/min

Q-----掘进工作面的需要风量，m3/min 240-----《规程》允许的最高风速，m/min S净大-----工作面（双轨段）的净断面积，15.42㎡ S净小-----工作面（单轨段）的净断面积，8.42㎡ 5、给该工作面供风风机的吸风量验算：

经以上4种计算掘进工作面需要的最佳风量为270m3/min 给该工作面供风风机为DMFNo：5.6型（15KW×2）对旋式局部扇风机，其吸风量为260—380m3/min，可以满足该工作面的通风需要。

6、掘进工作面风速验算： 15 m/min≤V≤240 m/min

式中：15-----《规程》允许的最低风速，m/min

V-----掘进工作面的实际风速，m/min 240-----《规程》允许的最高风速，m/min

V大 = Q÷S净大

式中：Q-----掘进工作面的实际风量，270m3/min

S净大----工作面的净断面积，15.42㎡

V =270÷15.42=17.76m/min=0.3m/s

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V小 = Q÷S净小

式中：Q-----掘进工作面的实际风量，270m3/min

S净小----工作面的净断面积，8.42㎡

V =270÷8.42=32m/min=0.53m/s

经验算掘进工作面的实际风速符合《规程》允许的最低和最高风速。

（二）、局部扇风机吸风口的供风量计算：

1、安置局部扇地段与+845水平甩车场（该工作面回风口）之间巷道（副斜井）里的,《煤矿安全规程》允许的最低风速计算： Q供=Q吸+15S

式中：Q供-----局部扇风机吸风口的供风量m3/min

Q吸-----局部扇风机的吸风量m3/min 15 -----《规程》允许的最低风速，m/min S ----- 副斜井的净断面积，9.36㎡ Q供=270+15×9.36=410.3 m3/min 2、 按局部扇风机的吸风量的1.34倍计算;

Q供=1.34Q吸=1.34×270=361.8 m3/min

经以上2种计算局部扇风机吸风口的最佳供风量为410 m3/min.

第二节 压 风

风源来自地面空压机房，选用L2—12/8型空压机1台。自地面空压机房经副斜井用2寸铁管送到工作面。 机房风压为6Mpa，工作面风压不小于4Mpa。

压风系统：地面空压机房 —副斜井—— 掘进工作面。

第三节 综 合 防 尘

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防尘水源：地面静压水池。

地面静压水池—管路 — 副斜井—副斜井井底车场—掘进工作面。

巷道分别用1寸铁管和1寸胶管送到工作面。每15m安装一个三通。

采用装煤洒水、冲刷煤壁等综合防尘措施。

第四节 防 灭 火

该工程相邻煤层无火区，防火的重点是电缆和人为的火灾。工作面备有砂子，机电设备处备有沙子和灭火器，可直接灭火。防火水源来自地面静压水池管路经主斜井至工作面。

第五节 安 全 监 控

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

管理人员、技术员等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。

放炮员一定要坚持“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度，加强瓦斯检查工作，作好记录。瓦检员应把常开报警仪悬挂在离掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作面进行瓦斯检测；在电器设备周围20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号必须切断电源，停止作业、进行处理。 二、甲烷传感器的配备和使用

离掘进工作面5米以内使用KGJ10型甲烷传感器，由于本矿属于高瓦斯矿井，按规定必须在掘进工作面的回风流中设置甲烷传感器，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，且该处巷道顶板坚固、无淋水。

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按照《煤矿安全规程》规定，CH4报警浓度设为大于或等于1%，CH4断电浓度设为大于或等于1.5%，CH4复电浓度设为小于1%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。 安全监控设备必须定期进行调试、校正。

第六节 供 电

该工作面掘进施工中，电源来自+845水平高压变电所，供电方式为集中供电。

第七节 排 水 系 统

排水系统：工作面无水，在有水的情况下：

工作面临时水仓 —潜水泵 — +845水平水仓— 90KW水泵 — 副斜井 — 地面。

第八节 运 输 系 统

运煤、岩系统：重车 — 工作面 — +770水平井底车场— 副斜井延伸段 —副斜井+845水平车场 —副斜井—地面。 运料系统：地面（装在材料车） — 副斜井 —副斜井+845水平车场 —副斜井延伸段 —+770水平井底车场—掘进工作面。

第九节 通 讯 系 统

工作面按有电话，能够直接与调度室、绞车房、地面信号房联系。

第七章 安全技术措施

一、牢固树立“安全第一，预防为主”的思想，建立建全各项安全管理制度，把安全责任落实到班组，落实到个人，认真实行安全生产班前会制度在布置生产任务的同时布置安全。布置安全工作要有内容、有措施、有人负责，事后有检查。矿井改扩建工程建立“安全领导小组”，组织机构及人员名单。附表在后。

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二、严格执行《煤矿安全规程》、《安全操作规程》配备专职安全检查员，各班配备瓦检员，负责检测工作面的瓦斯、CO、H2S浓度。坚持“不安全，不生产”的原则。

三、组织职工进行安全学习和岗位培训，坚决杜绝“三违”现象的发生。

四、严格执行“敲帮问顶”和“一炮三检”制度。完善顶板管理，瓦斯管理，放炮管理的各项措施。

五、严格按照有关规定，加强劳动保护，配备必要的劳动用品和安全防护用具。

六、坚持文明施工，操作前清除妨碍操作的障碍物，为劳动作业创造良好的环境。

七、坚持把好操作质量关，工程质量和工作质量，促进安全生产。

八、井下人员必须遵守以下规定：

1、严禁携带烟草及一切发火物品下井，严禁在井下吸烟及引发明火。

2、入井者必须佩戴安全帽，携带矿灯及自救器。 3、严禁在井下扒乘各种车辆。

4、井下严禁打闹和睡觉，饮酒后不得下井。

5、每项工程开工前，都必须编制“安全操作规程”及“安全技术组织措施”，并认真地向全体施工人员贯彻。否则不许开工。操作者必须认真学习并严格执行。

6、放炮人员必须进行培训并持证上岗，严禁非放炮人员从事放炮工作。

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7、装药前，放炮前，放炮后，都必须检查瓦斯。如果瓦斯浓度超过1%时，严禁放炮。未上封泥的炮眼严禁起爆，炮泥长度不得少于炮眼长度的一半。

8、瞎炮要当班处理，当班处理不完的，要向下一班交待清楚。 9、进行打眼工作前瓦检员要检查瓦斯，然后根据煤的性质及松软程度确认眼数、眼长、眼间距、打眼角度，掏槽眼方向与工作面一致呈倒梯形，视具体情况再进行调整。

10、每一循环爆破用药量；掏槽眼、辅助眼、周边眼的引爆药卷是正向爆破。具体情况视煤性质及松软程度调整装药量。

11、放炮要进行全断面分次爆破，雷管使用瞬发雷管，要坚持“一炮三检”、“三人联锁放炮”，放炮距离要符合《煤矿安全规程》规定。直线距离不少于100m。

放炮前要检查瓦斯，确认瓦斯含量是否符合要求，符合要求方可放炮，如不符合要求必须进行处理，处理完后方可放炮。

12、放完炮后要进行通风，所有人员不得进入工作面，最低通风时间不得低于30分钟，放炮后瓦检员要检查瓦斯和二氧化碳，确认瓦斯和二氧化碳含量是否符合要求，符合要求后再进行后续工作，如不符合要求必须进行处理，处理完后再进行后续工作。

13、对冒顶高处，报废巷道和易聚瓦斯地点，均应设置瓦斯检查记录牌。

14、瓦斯检查人员必须经过培训持证上岗，瓦斯检查员要按作业区配齐，检查员在自已负责的区域内不得空班漏检，并要认真填写瓦斯检查报表。当发现异常情况及瓦斯超标时，应立即

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向负责人报告和通知当班作业人员立即停止作业，撤离工作面。

15、工作面的风流必须畅通、新鲜。掘进工作面不准停风。当停电或停风时，井下工作人员应全部停工上井。风筒未端距工作面不得超过5米，不准随意停、开局部通风机。

16、因停电而受到停风影响的所有工作面，都必须经过通风、瓦斯检查人员检测瓦斯正常，证实无危险后，方可恢复工作。

17、严禁井下电器失爆。

18、入井电器设备应完好，并为防爆型，施工完的电器设备要放在安全处。

19、电缆连接处要有足够的抗拉强度，密封良好，能可靠地防水，绝缘强度不低于电缆原有值，使用阻燃电缆。

九、凡特种作业人员必须持证上岗，所有人员必须遵守规章制度服从分配，听从指挥。

十、加强工作面顶板管理工作，严格执行敲帮问顶制度，防止事故发生。要采取以下措施：

1、人员进入工作面前要进行敲帮问顶工作，排除不安全因素后再开始工作。

2、对不安全点和松软地段要加强支护，可以采用短掘短支方法，也可使用超前支护。概据井下实际情况，再具体对待。

3、严格按规定尺寸作业，不得随意扩大或缩小巷道尺寸。 十一、加强工作面的“一通三防”工作。

1、 局扇布设在进风口，风筒出风口距掘进工作面不得超过 5m，专人负责风机管理，严格执行开、停制度。

2、工作时必须做到先通风后作业，不得随意关机。

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3、工作面必须有专职瓦检员，要随时检测气体，严禁空班漏检。搞好“一通三防”工作。

4、消灭瓦斯聚集。一旦发现气体超限立即停止工作，撤出人员进行处理。

十二、放炮安全技术措施

1、 打眼前，放炮后，支护前，必须认真看顶，实行敲帮问顶制度，扫掉浮煤，打掏槽眼时要把炮眼布置在巷道中下部，合理布置小眼角度及装药量。放炮前必须洒水灭尘。放炮后5分钟，炮烟吹散后，瓦斯浓度在1%以下时，放炮员先取下放炮器的钥匙和放炮母线并把母线扭结成短路后，放炮员和班长才能到工作面边收放炮母线边检查有无瞎炮，顶板和两帮有无冒顶和片帮现象，经过敲帮问顶一切正常后，其它人员才能进入工作面，从事有关工作。

2、放炮前后，距工作面20米范围内洒水降尘，瓦斯检查员认真检查工作面及其附近20米以内风流中瓦斯浓度。放炮员、班长要严格按照《煤矿安全规程》中338条规定把放炮器钥匙必须随身携带不得转交他人，放炮后放炮母线脱离放炮器，并扭结成短路。放炮前要设警戒（见警戒线示意图），放炮员待所有人员撤出后，方可离开工作面并清点人数后方可放炮。放炮按《煤矿安全规程》311—346条执行，装药的炮眼必须当班放完，没有放完不准交接班。处理瞎炮按《规程》342条规定严禁用手拉，镐刨、钎钻、打眼装药不准同时进行。放炮前将所有电器设备撤离工作面掩盖好。若起爆后不响，放炮员必须先把钥匙取下，摘掉母线并扭结短路，再待5分钟后，沿线路检查，找出不响原因，

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再做处理。放炮一定要坚持“一炮三检”、“三人连锁”放炮制。

3、爆破工必须把炸药、雷管分别存在专用的爆破箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆破材料必须放在顶板完好、支架完整，避开电缆，放炮时把爆破材料箱放到安全地点。

4、装配起爆药卷时，必须在顶板完好、支架完整，避开电

气设备的地方装配，起爆药卷的数量，以当时当地需要的数量为限，电雷管必须由药卷顶部装入，全部插入药卷内，严禁电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上，最后用雷管脚线把药卷缠住并将角线拧成短路。

第八章 井下各种灾害防治措施

第一节 防 尘 措 施

该掘进巷道必须湿式打眼，炮眼采用水泡泥封堵，爆破前后工作面施行洒水降尘，作业人员佩戴防尘口罩。

第二节 有害气体的防治措施

1、CO：井下要防止煤自燃，加强通风，防止CO聚集，放炮前后喷雾洒水，控制粉尘飞扬。井下采用CO检定管检测CO浓度，当CO浓度超过0.0024%时，必须撤人，采取措施。

2、H2S：加强通风。

3、CH4、CO2：加强通风，按规定及时检测CH4、CO2浓度，加强巷道支护，发现问题及时处理。

第三节 防透水措施

1、工作面发现有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷出现雾气，顶板淋水加大，顶板来压，底板隆起或产生裂隙，出现渗水，水色发浑有臭味等）时，必须停止作业，采取措施，向上级汇报。

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如果情况紧急，必须发出警报，撤出所有受水威胁的地点的人员。

2、掘进工作面遇到下列情况，应进行探水，确认无突水危险后方可前进。

（1）接近有水或稀泥的灌浆区时；

（2）接近水文地质复杂的地段，并有出水征兆； （3）底板原始导水裂隙有透水危险时； （4）接近原因可能透水的地区时。

第四节 穿过破碎带或破碎岩层的施工技术措施

掘进遇到破碎带时，可采用金属网施工方法，支护紧跟迎头，不留空顶区。必要时，周边可用风镐刷护巷道。或使用短掘短支方法施工。

第五节 对片帮冒顶事故的预防措施

1、加强工程地质及水文地质的观察预测工作，尽早判断不良地层的位置与形态，认真执行在不良地质中施工的方法及措施，准备充分的材料和器具。

2、在不良地层掘进时，认真选择爆破方法，严格控制炸药用量，选择合理的支护形式，短掘短砌，及时进行支护，保证临时支护质量。

3、加强一次成巷的管理工作。

4、严格执行安全操作规程，施工作业技术方法，施工质量标准，交接班及安全检查制度及时处理安全隐患。

5、有冒顶危险时绝不允许留空顶距，井下工作应转为以支护工作为中心，不追求掘进进尺，不盲目大量出渣。

6、施工中应经常注意观察地质变化，加强顶板管理，防止

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片帮冒顶发生。

第六节 防火、防爆措施

1、增设安全监控设备，加强火患及瓦斯监测。 2、井下必须使用煤矿安全炸药。

3、严格执行《井下电气设备使用管理制度》，杜绝各类明火及电气设备产生电火花。

4、打通的废旧巷道及时密闭。

第七节 提升安全措施

1、绞车提升时坚持“行车不行人”制度。井下信号要按规定设置，做到畅通无阻。管线铺设符合要求，并要求下井人员全部熟悉信号内容。

2、工作面设信号按扭（打电器）。

3、停止、提升、下放、放料四种电铃信号要分清。在绞车硐室和电铃按钮（打电器）跟前，醒目的地点悬挂《信号说明》牌。

4、绞车工和信号工必须牢记打点信号含意。 5、发出信号人员（信号工）打铃必须节奏清楚。 6、绞车司机必须听清信号后方可启动设备。

7、信号工必须坚守岗位，不得擅自离开，下放材料时，必须监视材料车的运行情况，防止意外情况的发生。

8、全体职工必须严格遵守：“行车不行人，行人不行车”的原则。信号工和绞车工有权监督和杜绝违反“行车不行人”的原则。

9、加强提升设备的安全检查，绞车司机每日必须清扫绞车

阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿技术办 39 2009年9月

新疆阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿 掘进作业规程

周围及设备，对绞车的刹车系统，钢丝绳及各传动杆件等认真检查保养并作好记录。

10、严禁绞车司机酒后或疲劳开机，防止过卷或跳轨；严禁非绞车司机开机，绞车工工作期间不得擅离职守或干其他无关之事。 11、设备运行前必须细心检查，特别对安全保护装置和仪器仪表更应重点检查。发现问题，及时处理，不能处理的应及时汇报。

12、设备运行中必须集中精力，谨慎操作。不得与他人交谈、嬉戏打闹。在操作时，司机应手不离操作手把。严禁在设备没有完全停稳时，在操作位上替换司机。

13、提升信号一定要听清看准，确认后才能开动或停止绞车。宁可慢开一分钟，决不抢先一秒钟。对于设备运行中的非正常信号，必须先停车，查明原因，再准备继续开车。

14、上岗人员应熟悉本职业务，钻研技术，要求做到“三知四会”（知道结构原理、技术性能和安全装置的作用；会操作，会维护，会保养，会排除一般故障）。

15、认真填写运转记录，检查记录，检修记录和交接班记录等。

16、负责本次岗位内各种设备、备品、配件、工具、器材等齐全完好，保持绞车、设备及硐室整齐清洁。

17、井下倾斜巷道必须实行“一坡三档”，用好挡车器和阻车器。

18、在距变坡点8m的位置，必须安装阻车器。在空车到达阻车器前，由人工搬动阻车器，使空车顺利进入工作面。阻车器的

阜康市西沟煤焦有限责任公司煤矿技术办 40 2009年9月

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