南一采区胶带石门及上山掘进作业规程2012.6.24

第一章 概 况

第一节 概述

一、巷道名称

本《作业规程》施工的巷道为南一采区胶带石门及胶带上山巷。 二、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成南一采区生产系统，用途是满足通风、运输、行人等需要。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度：全长1750m。

服务年限：胶带上山半煤岩巷道15年左右，其他部分50年左右。 四、预计开、竣工时间

本掘进工作面自2012年7月份开工，预计2014年2月竣工。

第二节 编写依据

一、山西联盛兴跃煤业有限公司《矿井兼并重组整合项目初步设计说明书》，批准时间为 2012年5月。

二、山西联盛兴跃煤业有限公司《兼并重组整合矿井地质报告》，批准时间为 2011年12月。

三、山西联盛兴跃煤业有限公司《巷道支护综合技术研究》，批准时间为2010年1月。

四、《煤矿安全规程》。

五、《煤矿安全技术操作规程》。

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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

巷道地面位置位于主、副井以南，东安生村以北300m的位置，地面无建筑物，多为梁、峁、冲沟和可耕农田。井田属黄河流域汾河水系，主井以北300m有季节性水流，向东流入文峪河，最后流入汾河，不在掘进巷道范围内，对掘进无影响。

工作面距地面垂深619.5～463.0m，垂深大，掘进时对地表无影响。 地面标高+898.5～+913.0m。

巷道井下位置位于主、副井以南，工作面范围为未开拓的实炭区。 井下标高：+279.0～+450m之间。

地面相对位置及邻近采区开采表 表1

水平名称 地面标高 地面的 相对位置 及建筑物 第一水平 +898.5～+913.0（m） 巷道名称 井下标高 胶带石门及胶带上山 +279.1～+450.0（m） 地面位置位于主、副井以南，东安生村以北300m的位置，地面无建筑物，多为梁、峁、冲沟和可耕农田。 井下位置及掘进对地面设施的影响 井下位于主、副井以南，工作面范围为未开拓的实炭区，工作面垂直上、下方无采空区，无积水；工作面距地表垂深619.5～463.0m，由于垂深大，掘进对地表无影响。 邻近采区 开采情况 工作面范围均为未开拓的实炭区。 2

第二节 煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距

南一采区胶带石门及胶带上山巷向南掘进沿2号煤层顶板起底掘进，2号煤位于山西组中部，2号煤位于山西组中部，上距1号煤5.96～14.83m，平均10.28m，下距3号煤6.28～15.22m，平均9.53m，属大部可采的稳定煤层，煤层厚0.60～2.70m，平均1.44m，夹矸层0～2层，煤层在中东部分叉，其中上分层零星可采，下分层局部可采；煤层倾角3°～12°，平均7°，运输大巷段2号煤层倾角1°～2°，煤层顶板多为细粒砂岩、粉砂岩，底板多为泥岩、中砂岩，是井田主要可采煤层之一。

综合柱状图见图Ⅰ。

2号顶、底板岩性特征表 表2

顶底板名称 老 顶 岩石名称 厚度(m) 细 砂 岩 8.6 岩性特征 浅灰色，块状结构，裂隙发育，胶结程度高，硬度大。 灰色夹黑色，厚层状，夹黑色条带，局部有少量泥岩。 灰黑色较致密，含砂量较高，有时直接为砂岩。 灰黑色致密，有时表现为砂质页岩，不含水。 直接顶 伪 顶 直接底 老 底 砂质泥岩 无 5.7 粉 砂 岩 14.8 页 岩 9.0 二、煤层瓦斯涌出量、煤尘爆炸指数、煤的自燃倾向性、地温、瓦斯等级 CH4绝对涌出量：CH4=23.02m3/min； CO2绝对涌出量：CO2=0.26m/min；

火焰长度10-40mm，岩粉用量为60-70%，均有煤尘爆炸危险性；

本区各可采煤层均属自燃煤层（△T=4-12℃）。由于煤层在开采和长期堆放过程中，会改变自燃属性，根据邻近生产矿井实际资料所采煤层均有自燃现象；

地温：20°C左右； 瓦斯等级：属高瓦斯矿井。

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第三节 地质构造

兴跃井田位于盆状复向斜北东部的大西庄背斜东北翼，受大西庄背斜影响，井田内地层走向近北西向，倾向北东，倾角3—12°，总体来看井田为—向北东缓倾斜的单斜构造。受次一级构造影响，井田内构造以北西西向的波状褶曲为主，井田内未见断裂构造，亦未见岩浆岩，仅在兴-21钻孔内发现一柱状陷落，井田构造属简单类。

第四节 水文地质

一、水文情况

1、该区域水文地质条件比较简单。

掘进时揭露的主要含水层为1号煤顶板砂岩裂隙水，掘进过程中涌水量较小，但局部裂隙发育地段，含水较丰富，是掘进过程中的主要涌水来源，掘进过程中遇断层可能出现少量淋水现象，对正常掘进略有影响，施工范围内无其他水害影响。

2、涌水量情况：

预计最大涌水量：0.5m3／h，正常涌水量：0.1m3／h。 二、防治水措施

1、掘进过程中须及时砌好水沟，并保持水沟畅通，以便及时将积水泄出。 2、掘进过程中必须严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则，如果掘进中一旦发现水情异常，发现出水征兆或巷道出现压力增大、断层增多、顶板淋水加大，必须立即停头，汇报调度室和技术部门，分析探明原因采取措施确保安全后，方可继续掘进。

3、巷道内必须掘砌好水沟，并保持水沟畅通。 三、探放水工作流程

矿井必须作好水害分析预报，坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。

探水或接近积水地区掘进前必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。

探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。

采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水： （一）接近水淹或可能积水的井巷、老空或相邻煤矿时。

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（二）接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时。 （三）打开隔离煤柱放水时。

（四）接近可能与河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时。 （五）接近有出水可能的钻孔时。 （六）接近有水的灌浆区时。 （七）接近其他可能出水地区时。 经探水确认无突水危险后，方可前进。

第五节 问题及建议

1、 开门到揭露2号煤层段为下山巷道，因此掘进过程中要准备好风动潜水泵，及时将迎头积水排出。及时砌好水沟，水沟也要严格按腰线掘砌，保持水沟畅通，以便及时将积水泄出，在巷道最低洼的位置掘一临时水仓，在临时水仓内安装一台潜水泵及时将积水排出。现场发现异常情况，及时汇报调度室与技术部门，以便及时搜集矿井地质、水文地质资料，为合理布置采场、安全生产提供依据。

2、 建议加强瓦斯监察检查，防止遇构造造成瓦斯积聚。

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第四节 支护工艺

一、支护材料

1、锚杆：规格为φ2032300mm无纵筋左旋全螺纹锚杆。钻孔直径为30mm，锚固长度不小于1000mm，外露长度不大于50mm，每根锚杆锚固力不小于85KN（23.8Mpa）。

锚杆布置垂直于巷道轮廓线，在顶板与巷道轮廓线的夹角不小于75°；底角锚杆距底板不超过200mm，并与底板呈 10～30°夹角打入。

螺母拧紧力矩岩层不小400N.m，煤层不小于320N.m锚固力不少于85KN（23.8Mpa）。现场配备锚杆拉力机和扭矩扳手，对锚杆的锚固力及扭矩进行检测，对当班新打锚杆和迎头10m范围内锚杆，必须进行检测。扭矩检测每班不少于5根，锚固力每30～50m抽样检验一组，每组不少于5根。

2、锚固剂: 每根锚杆均用2支树脂药卷加长锚固，规格为Z25-50。 3、托盘:穹形托盘规格为1503150310mm。

4、支护网：采用Φ6mm冷拔丝制作，规格为200031000mm，网孔：1003100mm。网与网之间要有100mm搭茬，每200mm采用双股铁丝扭结。两帮必须有不少于100mm的基础。

5、锚索：锚索线采用φ18.9mm36300mm的7股钢绞线，加长锚固，采用三只规格为Z25-50锚固剂锚固。锚索预紧力不小于120KN（33Mpa）。

6、锚索托板：锚索托板使用厚度16mm的钢板穹形多功能锚索托盘，规格为长3宽3厚=3003300316mm。

7、喷射混凝土材料及配比：

水泥：必须用标号不低于P.O42.5R普通硅酸盐水泥，质量符合标准要求，每批要有出厂合格证，过期、失效水泥禁止使用。

砂：采用河砂作配料，颗粒粗细要均匀，其含泥量不得超过3%。 石子：采用瓜子石作骨料，粒径5～10mm。

配比：a.初喷: 水泥：砂：石子＝1：2：1.5。

b.复喷: 水泥：砂：石子＝1：2：2。

速凝剂：质量符合标准要求，每批要有出厂合格证，过期、变质的严禁使用，其掺量为水泥重量的2～4%。喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。水灰比为0.4～0.5。

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8、喷射砼厚度：喷厚120mm，喷射后喷射砼强度必须达到C20以上。

锚网索喷支护说明表 表4

锚杆名称 锚杆规格 铁 托 牌 锚索线规格 锚索托板 钢网 二、锚杆支护工艺流程

锚杆眼打设：顶板锚杆采用风动锚杆机打眼，两帮锚杆采用风钻打眼。打眼前，首先按照中腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，摘掉活矸、危岩，确认安全后方可开始工作，并按设计间排距定出眼位。其打设顺序为：自后向前，先顶板后两帮，顶板先中间后两边，两帮自上而下。打完一个锚杆眼必须随即安装一条锚杆并上紧托盘。

严格控制打眼深度，打眼前要预量钎子长度，确保眼深比锚杆长度短50～100mm，打完眼后，应采用高压风吹眼，把眼内的煤（岩）粉、积水吹干净，以确保树脂药卷与眼壁的粘结力。

锚杆安装：先把树脂药卷按规定的数量、规格逐块放进眼口（快速药卷与中速药卷合用时快速药卷在前端），用锚杆顶住药卷，轻轻逐块送至眼底，启动锚杆机将药卷边推进边搅拌。搅拌时间快速药卷为20～25s，中速药卷为25～30s，快速、中速药卷混合使用最少为25s。搅拌充分后，停止搅拌约30s待树脂药卷凝固时慢慢将锚杆机退下，装上托盘拧上螺母，待6min后用力矩扳手拧紧螺母，保证托盘压紧、压正金属网并紧贴巷道煤（岩）表面，锚杆预紧力煤层不小于320N.m、岩层不小于400N.m。锚杆抗拔力不小于85KN（23.8Mpa）。

工艺流程：定眼位→打眼→吹眼→放药卷→搅拌→凝固→紧固 三、锚索支护工艺流程

螺纹钢锚杆 φ2032300 锚 固 剂 锚杆排距 Z25-50 800mm 800mm 2700mm 锚固剂数量/孔 锚杆用量 喷砼厚度 锚索间距 锚杆2块 锚索3块 13条/排 100mm 1800mm 1503150310 锚杆间距 Φ18.936300 锚索排距 3003300316 锚 索 线 φ18.9mm φ6，网孔：1003100mm，长度3宽度：200031000mm 12

锚索眼打设：够锚索排距，及时打设锚索。按设计定出眼位，采用风动锚杆机，B19中空六棱套钎，Φ28羊角钻头打眼，锚索孔深入煤层顶板坚硬稳定岩层不少于1.0m。眼孔够深后，开大水门，来回串钎，将孔内的煤（岩）粉冲洗干净。

锚索安装：先把树脂药卷按规定的数量、规格逐块放至眼口（快速药卷与中速药卷合用时快速药卷在前端），用钢绞线顶住药卷，将药卷轻轻逐块送至眼底，用转换套将锚杆机和钢绞线连接，拧紧上牢固，然后启动锚杆机将药卷边推进边搅拌，搅拌时间中速药卷为25～30s，快速药卷为20～25s，混合使用时间最少为25s。搅拌够时间时停止搅拌，30s后慢慢将锚杆机退下，再将锚索梁眼孔对好钢绞线，钢绞线穿过锚索梁眼孔，再上托盘和与钢绞线配套的锁具，然后用FDB0.5363风动液压泵配合YCD—180型张紧油顶顶住锁具张紧钢绞线并达到预紧力120KN（33Mpa），并保持钢绞线外露长度不大于300mm。特殊情况锚索外露长时，用液压剪一次剪断或断线钳逐股剪断钢绞线，保持钢绞线外露长度不大于300mm。

工艺流程：定出锚索孔位置→打出锚索孔→逐块装填树脂药卷3支→插入钢绞线将锚固剂逐块送至眼底→拧上搅拌器并插入锚杆机内→连续搅拌30秒钟以上→停止30秒后即可松下锚杆机→药卷凝固后穿上锚索梁、锚索牌及锁具→联接千斤顶于油泵上→穿上千斤顶开启油泵拉张至设计拉力（不低于120KN（33Mpa））→剪除外露钢铰线至外露不大于300mm。

四、喷射混凝土 1、准备工作

①检查锚杆安装和冷拔丝网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。②清理喷射现场的矸石杂物，将喷浆机安设在顶帮围岩稳定安全地点，距离铁路间隙不能小于0.5m，上山巷道时，要用直径18.5mm的钢丝绳套将喷浆机固定到巷道帮专用锚杆上，固定牢固。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，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品（喷射人员必须佩带手套、防护眼镜、防尘口罩）。

2、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，喷头应按螺旋型一圈压半圈的轨迹

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移动，螺旋型圈直径为250mm。每两段接茬处应成斜交接茬。

人工拌料时采用潮拌料，水泥、砂和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。 喷射时，喷浆机的供风压力在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（15％以下），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2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。

喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后每天洒水1次。

3、喷射工作

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方。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。

4、喷射质量

喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，赤脚”。

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第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、施工方法

1、采用“三八制”作业方式，前期采用预留光爆层光面爆破法施工，全断面采用台阶式，分上下层掘进，上分层高度不大于3.0m，上下分层拖距5～8m，全断面分四次装药四次起爆，永久支护跟迎头，机后成巷。施工前期全岩巷道耙装机扒装，矿车运输出矸。一掘一锚网，够锚杆锚索排距及时打设锚杆锚索，锚网索支护紧跟迎头。

具备综掘机使用条件时，采用EBZ260H硬岩掘进机全断面掘进，截割一循环一锚网，够锚杆锚索排距及时打设锚杆锚索，锚网索支护紧跟迎头。

切割顺序：先下后上，先中间后四周,最后刷成所需要的断面，司机在截割过程中必须严格控制截割高度和宽度。

全岩巷道截割顺序图：

2、本规程所施工的巷道前期采用打眼放炮的方法破岩，后期具备综掘机使用条件时采用综掘机掘进。

前期掘进采用光面钻爆法：湿式凿眼机打眼，采用煤矿许用三级乳化炸药、瞬发或毫秒雷管进行爆破，耙装机进行扒装，采用一吨矿车运输；掏槽方式：采用垂直楔形掏槽。

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第二节 施工工艺

一、施工工艺

1、施工前期采用钻爆法、分层掘进，锚网索喷支护，耙装机后成巷的施工工艺。 施工工艺：打眼→装药爆破→敲帮问顶→前探支护（初喷）→出矸→顶板拱部锚网索支护→初喷→出矸→上分层复喷成巷→起底→两帮锚网支护→出矸→移机→机后复喷成巷。

2、具备机掘条件时采用综掘机全断面一次掘进，锚网索支护紧跟迎头，喷浆成巷拖后的施工工艺。

（1）截割、装载：采用EBZ260H型硬岩掘进机截割，通过掘进机铲板扒载到掘进机第一部运输机上。

（2）运输：前期，综掘机后跟耙装机装矿车运输。主井箕斗具备提升时通过掘进机第二部运输机转载到SPJ-800皮带运输机或40T刮板运输机上，通过外部煤流系统将煤运出。

（3）支护：采用单体锚杆钻机打装顶锚和锚索、手持式帮锚钻机打装帮锚进行锚网支护。

（4）铺路：铺路工要及时将临时路铺设至掘进机后，保持距迎头不超过30m。临时轨道的铺设必须严格执行煤巷临时轨道铺设标准。

（5）施工工艺：综掘机截割一个循环（循环进尺1.1m）→退机→敲帮问顶→（初喷）前探支护→顶板锚网（带）索支护→两帮锚网（带）支护→机后延长皮带

（6）设备布置示意图： 掘进机 外部运输机 铁绞二、打眼机具

采用YT-28 型气腿式凿岩机打眼，配B22中空六棱钢钎、Φ32柱齿钻头凿眼，风源

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来自地面压风机房。安注锚杆时使用风动锚杆机。

三、降尘方法

降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、耙装前洒水、爆破时使用风水联动喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放净化水幕。综掘机使用内外喷雾及除尘风机装置、转载点安设降尘水幕。

第三节 爆破作业

1、爆破器材：采用φ273175mm3100g三级煤矿许用乳化炸药。Ⅰ～Ⅴ段毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130毫秒。

2、起爆电源：采用FD-200D型矿用安全网路闭锁发爆器，应全断面分四次装药四次起爆的爆破方式，每次装药必须一次起爆。

3、炮眼深度：根据巷道围岩条件，断面规格，进尺计划及施工技术装备水平等因素确定。

炮眼深度l=L/N*n1*n2 *n3=80/（27.5*2.5*0.85*0.8）=1.71m 式中：L—月掘进计划，80m N—月掘进天数，27.5天

n1—日循环个数，2.5个 n2—炮眼利用率，0.85 n3—正规循环率，0.8

综合分析，确定拱形段平均炮眼深度1.71m（若巷道围岩破碎段可控制在1.0m内）。 4、掏槽方式：采用垂直楔形掏槽法。

5、装药结构：炮眼采用正向连续装药，用水炮泥和粘土炮泥封实。 6、操作顺序：

装配引药→检查瓦斯→装药→封泥→检查瓦斯→敷设爆破母线→警戒→爆破→爆破后检查瓦斯、支护 →处理拒爆、残爆 后附：炮眼布置图

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预 期 爆 破 效 果 表 表6

序号 1 2 3 名称 掘进断面 炮眼利用率 每循环进尺 单位 m2 % m 数量 序号 14.29 87.5 1.4 20.0 5 6 7 8 名称 每循环所需矿车 单位 个 数量 40 13.5 52.1 巷道炸药消耗量 Kg/m 巷道雷管消耗量 个/m 4 每循环爆破实体岩石 m3 每循环炮眼总长度 m/循环 110.7

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装药结构示意图

说明：

1. 炮眼深度0.6～1m时，封泥长度不小于炮眼深度的1/2。 2. 炮眼深度超过1m时，封泥长度不小于0.5m。 3. 炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不小于1m。

4. 光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不小于0.3m。

第四节 装、运岩(煤)方式

一、装岩（煤）方式

前期全岩巷道掘进施工，采用P-60B型耙斗式耙装机装岩（煤），耙装机回头轮的固定位置应高出岩堆800～1000mm以上，岩巷回头轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800mm，固定楔的孔深度不小于800mm，楔入孔深度不小于500mm，眼距不小于1m。耙装与迎头打眼等平行作业时，回头轮悬挂点距离迎头不小于7m。煤、半煤岩巷耙装机回头轮采用Φ2032300mm的螺纹钢树脂锚杆固定，锚固深度不小于1.5m，锚杆用K25-50树脂药卷2块固定，锚固力不小于85KN（23.8Mpa）。耙装机在上（下）山固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，还应在机身前（后）方两侧分别打设两条Φ2032300mm锚杆（锚杆锚固长度不小于1.5m），安设两条稳绳（钢丝绳直径不小于15.5mm）拉住耙装机，稳绳绳头插接长度不少于钢丝绳直径的20倍。机身后方顶板打设一根Φ2032300mm的锚杆，用Φ18.5mm的钢丝绳套将机尾拉住，以防机身在耙装时下滑。耙装机机身上方装岩槽上两侧必须正常安设封闭式金属挡绳栏，栏杆间隙不应超过200mm。耙装机距迎头最大距离为25m，最小距离为6m。

采用EBZ260H综掘机掘进时，桥式转载机转载。 二、运输方式

前期施工中掘进采用P-60B耙装机扒装，经矿车运至副井底底车场，最后经副井

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提至地面。

南一采区胶带石门及胶带上山采用EBZ260H综掘机掘进时，经过桥式转载机转载，前期采用P-60B耙装机扒装，用矿车经运输大巷运至副井底底车场，最后经副井提至地面。

后期南一采区胶带石门及胶带上山采用EBZ260H综掘机掘进时，经过桥式转载机转载，用SPJ-800皮带运输机转至南一采区胶带运输巷皮带后，运至1号煤仓，最后经主井提升至地面。

物料采用1吨矿车运输，平巷人力拥车，上下山采用JD-25型小绞车运输，每部小绞车用4根Φ2032300mm全螺纹钢树脂锚杆固定，锚杆锚固长度Ｌ≥1500mm。每根锚杆锚固力不小于85KN（23.8Mpa）。

施工时，小绞车及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。

第五节 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。电缆钩每隔0.8m一个，电缆驰度一致，垂度不超过50mm/m。水管要接口严密，严禁出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用直径不小于50mm的铁管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒橛子5m一个，要环环吊挂，筒口距迎头最大距离，全岩不大于8m，半煤岩不大于5m。

风水管架设在专用托管架上，托管架用旧料加工制作，用水泥药卷锚固。托管架间距不大于5.0m，长度不少于0.5m，锚深不少于0.2m，应保持1～2°的仰角。

二、轨道铺设 ㈠质量要求

1. 严格按照中腰线进行铺设轨道，中线误差不大于±100mm。腰线至轨面不超过设计±50mm。

2. 轨距600mm，误差不大于5mm，不小于2mm。（拐弯处除外） 3. 接头平整度及内错、高低差不大于2mm。

4. 两条路要保持水平，最大误差不超过5mm。（拐弯处除外） 5. 轨道接头间隙不大于5mm。

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6. 枕木规格为120031503120mm。

7. 枕木：中间枕距不大于800mm，接头方式按悬接，间距440mm±50mm。 8. 铁路无杂拌路，扣件要齐全，并与轨型配套一致，紧固有效，不得出现活夹板、挑夹板现象。

9. 道钉要符合标准，无浮离现象。 10. 道渣要铺坚实，无空枕、吊枕现象。 11. 路基无底鼓、沉降现象。

12. 道床渣厚不小于100mm，道渣面不超过枕木的2/3。

13. 斜巷地滑子安设齐全，采区上下山每20m一个，顺槽每30m一个，变坡点处适当增加，地滑子必须灵活、有效。

㈡地滑、压绳滑、站滑的设置要求

1. 提升斜巷的轨道中均需安设地滑。地滚轮间距不大于20m，地滚轮直径不小于160mm；在巷道变坡点应加设地滑。

2. 在巷道有起伏、钢丝绳磨巷道顶、棚顶的地点，必须安设压绳滑，压绳滑的长度不得短于0.8m。安设压绳滑的棚顶，必须进行加固。

第六节 设备及工具配备

设备及工具配备情况表 表7

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 设备名称 掘进机 变压器 局部通风机 耙装机 调度绞车 气腿式凿岩机 喷浆机 胶带输送机 除尘风机 照明、信号 激光指向仪 型号 EBZ260H KBSG-500-10/0.69 FBD NO:6.3 P—60B JD—40 YT-28 转V型 SPJ-800 ZZJC-Ⅱ ZXZ8-2.5 JX--2 功率(kW) 260 500 2322KW 60KW 40KW 5.5KW 2340 11 2.5 使用数量 1 1 2 1 1 6 1 1 1 2 1 电压(V) 1140 10000/1140 660 660 660 660 660 660 660 127 22

12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 馈电开关 控制开关 帮锚钻机 锨 镐 大锤 锚杆钻机 通讯与控制 发爆器 锚索张紧器 锚杆拉力计 扭矩扳手 KBZ-400 QBZ-80N MQCT—130 TK200 FD-200D MQ19-180/55 LDZ160 SATA-96448 2 据现场定 2 4 2 2 2 1 1 1 1 1 127 第五章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

迎头采用队长负责制管理，“三2八制”作业（一天三班，每班八小时）组织生产，前期采用钻眼爆破法掘进，二掘一喷，循环进尺1.1m。后期采用综掘机掘进，每班二个循环，循环进尺1.1m。每个生产班配备1-2名机修工，以便及时解决生产中出现的机电故障，采用综掘机掘进时，每班要对综掘机械进行检修保养工作。每班设班长一名，队长负责全面工作，班长负责本班具体工作的实施和落实。

劳动组织表（炮掘） 表8-1 每班出勤人数 工 种 Ⅰ 6 1 6 Ⅱ 6 1 Ⅲ 2 圆班出勤人 圆班在册人数 14 2 6 6 2 19 3 8 8 3 打眼（支护）工 耙装机司机 送料工 喷浆工 爆破工 6 1 1 23

维修工 验收员 班组长 瓦检员 地面制作工 工具员 核算员 合计 1 1 2 1 1 1 2 1 1 1 2 1 3 3 6 3 2 2 1 50 4 3 8 3 3 3 1 66 19 13 13

劳动组织表（机掘） 表8-2 每班出勤人数 工 种 Ⅰ 打眼支护工 综掘机司机 绞车司机 胶带输送机司机 送料工 维修工 验收员 班组长 瓦检员 地面制作工 6 2 1 2 4 4 1 2 1 Ⅱ 6 2 1 2 2 1 2 1 Ⅲ 6 2 1 2 2 1 2 1 圆班出勤 人数 18 6 3 6 4 8 3 6 3 2 圆班在册 人数 24 8 4 8 5 11 4 8 3 3 24

工具员 核算员 合计 23 17 17 2 1 62 3 1 82 说明：各工种可以根据现场实际进行适当调整。

第二节 循环作业图表

为保证正规循环作业的完成，迎头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，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

正规循环作业图表（炮掘） 表9-1

序 号 1 交接班 时 1 2 3 4 5 6 7 8 分 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 2 生产准备 20 3 打眼 160 4 装药爆破 80 5 临时支护 40 6 扒装 7 支护 8 扫除 120 120 240

正规循环作业图表（机掘） 表9-2

25

序 号 1 交接班 时 1 2 3 4 5 6 7 8 分 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 40 60 20 2 生产准备 20 3 截割、装载 200 4 临时支护 40 5 支护 6 扫除 200 240 7 检修机械 120 第三节 主要技术经济指标

技 术 经 济 指 标 表 表10

指标 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 项目 每圆班出勤人数 出勤率圆班进尺 效率 月循环个数 月进尺 循环率 炸药消耗 雷管消耗 坑木消耗 锚杆消耗 单位 炮掘 人 % m m／工 个 m % Kg/m 个/m m3/m 套/m 50 75 2.7 0.054 74 80 90 13.5 52.1 0.022 16.25 机掘 59 75 4.0 0.068 111 120 90 0.022 16.25 备注 26

12 14 15 16 17 18 19 20 钢筋网消耗 水泥消耗 砂子消耗 石子消耗 锚索线 穹形托板 索 具 锚固剂 m2/m t/m m3/m m3/m m/m 个/m 个/m 块/m 14.26 0.83 1.2 1.27 14.0 2.22 2.22 44.44 14.26 0.24 0.37 0.35 14.0 2.22 2.22 44.44

第六章 生产系统

第一节 通风系统

一、瓦斯、煤尘情况

(一) 瓦斯：该区域瓦斯绝对涌出量：CH4=2.57m3/min；CO2=0.26m3/min（根据回风道掘进工作面瓦斯涌出量取值）。

(二)煤尘：根据井田东侧万峰井田钻孔煤层采样测试各主要可采煤层煤尘爆炸性，火焰长度10～40mm，加岩粉量为60～70%均有煤尘爆炸危险性。

（三)煤的自燃倾向性：根据地质报告，本区各煤层均属自燃煤层。 二、掘进工作面风量计算

南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量、风速、气温条件、人数和炸药量等规定要求分别进行计算，并必须取其中的最大值。然后，根据实际需要风量选取局部通风机。

(一) 按瓦斯绝对涌出量计算：

Q掘 =1003qCH4 3k掘涌

=10032.5731.8 =463(m3/min)

27

式中:

Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min。

100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度1.0%的换算值。 qCH4——掘进工作面的瓦斯绝对涌出量2.57m3/min。 K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=1.8。 (二) 按二氧化碳绝对涌出量计算： Q掘 =673 qco2 3 k掘涌

=67 30.2631.8 =31(m/min) 式中:

Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min。

67——单位二氧化碳涌出配风量,以回风流二氧化碳浓度1.5%的换算值。 qco2——掘进工作面的二氧化碳绝对涌出量0.26m3/min。 K掘通——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数，取K掘通=1.8。 (三) 按每班最多工作人数计算： Q掘＞43N =4327 =108(m3/min) 式中：

N——掘进工作面同时工作的最多人数22人与检查、维修人员（取5人）的总和，共计27人。

(四)按工作面气温条件计算： Q掘 =603V岩3S3Ｋ

=6030.15328.4130.8 =205(m3/min) 式中:

Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min。 V岩——掘进工作面的风速m/s，V取0.15m/s。

S——掘进巷道断面，南一采区胶带上山断面为28.41m2。 Ｋ——掘进工作面温度调整系数，取Ｋ＝0.8。

3

28

（五）按炸药量计算 Q掘 =25A

=25310.8 =270( m3/min) 式中:

Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min。 A——掘进工作面一次爆破最大装药量10.8kg 25——每千克炸药爆炸后需要供给的风量,m3/min （六）掘进工作面风量验算 1、按最低风速进行验算 Q掘＞9 3 S掘

=9328.41 =256m3/min 式中:

S掘——掘进工作面的断面积，28.41m2。 2、按最高风速进行验算: Q掘＜240 3 S掘

=240328.41 =6818.4m3/min 式中:

S掘——掘进巷道的断面积，28.41m2。 （七）按局部通风机的实际吸风量计算: Q配=Q扇吸+93S巷 =397+9328.41 =653m3/min 式中:

Q扇吸——掘进工作面局部通风机的实际吸风量, Q扇吸=567370%=397m3/min 9——为防止局部通风机吸循环风,防止局部通风机吸入口至掘进回风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚,在安装局部通风机的巷道中,除了保证局部通风机的吸风量外,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风巷口之间的风速不得低于

29

0.15 m/s, 9为换算值.

S——掘进工作面巷道回风口至局部通风机之间巷道断面积， 28.41m2

通过以上计算及验算，南一采区胶带上山掘进工作面需要风量为463m3/min，需配风量为563m3/min。 三、局部通风设计 （一）局部通风机的选型

根据《矿井风量计算细则》，南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面选用2322KW局部通风机，局部通风机型号为: FBD-NO:6.3，选用直径0.8m胶质阻燃风筒即可满足要求。

（二）局部通风机安装位置、风筒直径

局部通风机安装位置：安装在南运输大巷（中央变电所通道以南）。局部通风机必须垫高或放在专用的架子上，局部通风机吸风口距地面不小于30cm，风筒直径0.8m，风筒口到掘进工作面的距离：岩巷不得超过8m，煤巷、半煤岩巷不得超过5m。

四、通风系统（通风系统及局部通风机安装位置图见附图） 采用局部通风机压入式通风。

新鲜风流：副井→局部通风机→风筒→掘进迎头。

乏风流：（前期）掘进迎头→一路横贯→南运输大巷→北一采区胶带下山→风井井筒→地面。

（后期）掘进迎头→N路横贯→南运输大巷→回风大巷→风井井筒→地面。

第二节 压风系统

迎头掘进所用高压风均由地面压风机房供给，经副井φ21937mm 供风管路、井底车场φ15937mm供风管设三通供掘进迎头用风。

1、供风量计算：

按照工作面两台YT-28型风钻，两台锚杆机，一台喷浆机同时作业计算。其中每台风钻的耗风量为3.5m3/min，MQCT—130型锚杆机耗风量为3.0m3/min，喷浆机耗风量8m3/min。

Q=αβ∑nkq

=1.131.153（233.531+23331+8） =26.6m3/min

30

式中：Q—总耗风量，m3/min α—管路漏风系数，取1.1。

β—风动机具耗风量损失系数，取1.15。 n—同型号风动机具使用台数。 K—同型号风动机具使用系数取1.0。 q—风动机具耗风量，m3/min。 2、压风管选择

D=203Q1/2=20326.61/2=103 mm 式中：D—管路内径，mm。 Q—总耗风量，m3/min。

通过上述计算，结合矿井现场实际情况，本掘进迎头选用φ10834 mm无缝钢管作为压风管路，管路采用快速接头连接,进口分支及每300米设置一闸阀。

3、供风线路

地面压风机房→副井→井底车场→掘进迎头。 4、敷设标准

φ10834mm压风管路敷设在巷道西帮上，离底板1800mm以上，应吊挂平直。 附：压风系统示意图

第三节 防尘系统

一、防尘供水管路计算

（一）南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面用水量计算∑Q J：

本掘进工作面防尘用水量包括湿式打眼，爆破落岩、煤喷雾，冲洗岩、煤壁，装岩、煤洒水、喷雾，风流净化水幕等用水量。

① 凿岩机湿式打眼用水量QJ1： QJ1=nJQh

=230.3 =0.6m3/h 式中：

nJ — 凿岩机同时工作台数，2 台； Qh— 单台凿岩机用水量，Qh=0.3m3/h。

31

② 爆破落岩、煤喷雾用水量：QJ2=1.5m3/h。 ③ 冲洗岩、煤帮用水量：QJ3=1.0m3/h。

④ 装岩、煤洒水、喷雾用水量：可取QJ4=0.5m3/h。 ⑤ 风流净化水幕用水量：QJ5=nJ5QJm=630.1=0.6m3/h。 式中：

nJ5—每道水幕的喷嘴个数3个，两道水幕喷嘴个数取6个。 QJm—个喷嘴的喷雾流量。

QJm =0.1～0.15 m3/h；取0.1m3/h。 ∑QJ1=QJ1+QJ2+QJ3+QJ4+QJ5

=0.6+1.5+1.0+0.5+0.6 =4.2 m3/h =0.00117m3/s （二）管径的计算： Q=πD2V/4 D=(4 QJ/πV)1/2

=〔430.00117/(3.1431.5)〕1/2 =0.032m =32(mm) 式中：

Q—计算流量，m3/s。 D—管路直径，mm。

V—计算流速,一般为1.5～2.5m/s，取1.5m/s。

通过计算南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面需要直径32mm的管路供水，根据南一采区胶带石门及胶带上山巷设计要求，使用直径50mm无缝钢管即可满足供水要求。

二、防尘系统

南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面使用直径50mm防尘供水管路，防尘水源由地面防尘水池接入直径50mm防尘管路→副井井筒（直径200mm）→副井井底车场（直径50mm）→南运输大巷→一路横贯→掘进迎头（直径50mm），管路每隔50m设1个三通阀门。掘进时在距掘进工作面10m内设爆破风水联动远程喷雾装置1道，在距掘进

32

工作面30m、50m内各设1道净化水幕，并保证雾化良好，使用正常，喷雾能覆盖巷道全断面。

南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面，要按《煤矿安全规程》规定要求安设隔爆水袋，隔爆水袋应安设在距掘进工作面60-200m范围内。

掘进工作面掘进时要使用湿式打眼、放炮喷雾、冲刷巷帮、装岩（煤）洒水、净化风流、放炮使用水炮泥、潮料喷砼、个体防护等综合防尘措施。

防尘系统示意图见附图。

第四节 防灭火

南一采区胶带石门及胶带上山前期采用炮掘，具备条件时采用综掘机械化设备掘进，巷道采用锚（网）索喷支护，喷雾降尘，防火的重点是防放炮起火、设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。灭火水源由地面防尘水池接入直径50mm防尘管路→副井井筒（直径200mm）→副井井底车场（直径50mm）→南运输大巷（直径50mm）→一路横贯（直径50mm）南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面（直径50mm），管路每隔50m设1个三通阀门。

第五节 安全监控系统

南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面的安全监控采用MHYV13437/0.13型传输电缆，一个KJ83N-F2型监控分站安设在局部通风机处，监控系统的电源电缆串接于局部通风机电源。南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面安设两个甲烷传感器，甲烷传感器型号均为GJC4（B）型，安设位置（见后附图）：1#甲烷传感器距迎头5m范围内安设；2#甲烷传感器，在掘进工作面回风门口以里（向迎头方向）10—15m处安设， 1#、2#甲烷传感器报警浓度均为≥0.8%CH4，断电值分别为：1#甲烷传感器≥1.2%CH4，2#甲烷传感器≥0.8%CH4；断电范围：1#、2#甲烷传感器均为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备，复电浓度：1#、2#甲烷传感器均为＜0.8% CH4。传输电缆沿副井传到地面。 风压传感器的安设位置及其作用：风筒压力传感器安装在距迎头75m以内的风筒上，当风筒无风时，切断南一采区胶带石门及胶带上山掘进工作面巷道内全部非本质安全型电器设备电源。

局部通风机控制开关负荷侧设置两个设备开停传感器。

33

防尘系统及安全监测仪器仪表图见附图Ⅵ。

第六节 供电系统

掘进动力电源分二期进行布置；首期电源来自井下临时变电所10kv/660V—500KVA变压器经真空馈电开关，用MYP3350+1316mm2电缆经馈电开关KBZ-200供电至南一运输大巷，再用不同平方电缆，供皮带运输机、迎头绞车、扒装机等各机械设备及照明信号。后期再铺设一条1140V供电线路，

用MYP3X95+1X35mm2电缆给EBZ260H型掘进机供电。电缆吊挂要整齐，电缆钩每0.8m一个，弧度一致，各开关设备要放在安全地点，上台上架，迎头必须使用风电闭锁、瓦斯电闭锁、照明信号综合保护等电器设备。

该迎头掘进采用两路局部通风机电源：

一路由中央变电所1#10Kv/660V-630KVA变压器经真空馈电开关，用Myp3350mm2+1325mm2电缆由中央变电所KBZ-630馈电开关给1#局部通风机供电；另一路由井下中央变电所2#10KV/660V-630KVA变压器电源经KBZ-630真空馈电开关给2#局部通风机供电。供电系统采用风电闭锁、瓦斯电闭锁、检漏继电器等设备，井下供电的电源开关必须装设漏电保护装置。

供电系统：

迎头动力供电：中央变电所→掘进工作面迎头。 供电系统示意图见附图Ⅶ。

第七节 排水系统

排水系统：前期掘进迎头积水→一路横贯→矿井下临时水仓→地面。 后期掘进迎头积水→N路横贯→南运输大巷→环形车场→水仓→地面 排水系统示意图见附图Ⅴ

第八节 运输系统

一、主运输系统：

前期采用钻爆法掘进段，煤矸由P-60B型耙装机接1吨矿车，经运输大巷至副井底

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车场，由副井提升至地面。

前期采用EBZ260H型综掘机掘进时，机后跟P-60B型耙装机接1吨矿车，经运输大巷至副井底车场，由副井提升至地面。

后期采用EBZ260H型综掘机掘进时，接第一部SPJ-800型可伸缩胶带输送机（输送量400 T/h，配套电机功率75KW32），再续接GPJ-800型固定胶带输送机，经一采区胶带巷皮带运至1号煤仓，最后由主井箕斗提升至地面。

运煤矸路线：

前期由掘进迎头→运输大巷→井底车场→副立井→地面→矸石场。

后期掘进迎头→南一采区胶带巷皮带→一号煤仓→转载皮带→主立井箕斗→地面 二、辅助运输系统：

所需材料（空车）前期由地面经副井转运至井底车场，然后经运输大巷→一路横贯掘进迎头。后期由地面经副井→井底车场→南运输大巷→N路横贯→南一采区胶带石门及胶带上山掘进迎头。

运料（空车）路线：

地面→副井→井底车场→运输大巷→一路横贯→掘进迎头。 三、绞车、钢丝绳的验算：

南一采区胶带石门及胶带上山采用绞车提升，其中最大坡度段约为5°，绞车通过回头滑倒拉矿车运输物料。一次松拉物料主要为喷浆搅拌料2车（3.0T/车）、经比较，绞车一次提升最大荷载为提升1车喷浆搅拌料。绞车、钢丝绳按提升最大荷载验算如下：

1.提升设备主要技术参数： （1）MGC1.1-6型矿车： 自重：450kg 名义载重：1700kg

（2）调度绞车：

JD-25调度绞车牵引力：1800kg 绳径：15.5mm 绳速：43.4m/min 电机功率：25KW 外型尺寸（长3高3宽）：14383121731255 mm 绞车自重：1354kg 容绳量：400m

（3）6319-φ15.5mm型提升钢丝绳：

公称抗拉强度：1520MPa 破断拉力总和：135822N（13859kg） 理论重量：84.57kg/100m

（4）回头滑固定方式：

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采用抗拉力不小于100KN、直径不小于300mm的回头滑。回头滑用新钢丝绳套双股固定到地梁上，绳套直径不小于提升钢丝绳直径。地梁用长不小于1.2m的12#矿用工字钢制作，每端用两棵φ2032300mm的螺纹钢树脂锚杆将地梁固定到铁路端头处，每棵锚杆锚入硬底岩石锚固长度不小于1.0m，底板松软时要加长锚固长度。每棵锚杆锚固力不小于85KN（23.8Mpa）。

2.绞车及钢丝绳的验算： （1）提升最大牵引力计算 F=（G1+G2）sinα+f 1+f2 式中：F： 单钩提升最大牵引力，kg

G1：矿车总重，G1=n（GC+GZ）=23（450+1700）=4300kg n： 一次提升车数，2个 GC：矿车自重，450 kg

α

G2：提升钢丝绳重量，G2=Ps3（S -L）=0.84573（400-400）=0kg

Ps：钢丝绳单位长度重量，0.8457kg/m L：提升距离，400m

S：矿车距回头滑距离，0～400 m 当S=400时，F值最大 α：巷道坡度，取5°

f1：矿车运行阻力，f1=μ1G1cosα=0.0234150cos5°=82.68kg μ1：矿车运行阻力系数，取0.02

36

f2：钢丝绳运行阻力，f2=μ22LPScosα=0.232340030.8457cos5°=134kg μ2：钢丝绳运行阻力系数，取0.2 综上：最大牵引力F=G1sinα+f1+f2

=4300sin5°+82.6+134=591.36kg

（2）绞车提升能力验算

F=591.37＜1800，即绞车牵引力大于单钩提升最大牵引力，JD-25绞车满足提升要求。 （3）钢丝绳安全系数：m=13859÷591=23.45＞6.5，钢丝绳满足提升安全需要。 经验算，并结合现场施工条件确定：在南一采区胶带运输巷施工期间采用JD-25绞车运输喷浆料等物料。提升斜长超过400m时，采用JD-25绞车接力提升。一次提升挂车数为2个，一次提升载荷不得超过以下规定：喷浆搅拌料2车。

附：运输系统示意图。

第九节 通迅系统

本工作面外安设的电话，能够直接和矿调度室、井口、绞车房等井上下场口相互直接联系。

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第七章 灾害预防及避灾路线

一、灾害预防 （一）防治瓦斯的措施

1、掘进工作面要严格按照作业规程配备风量，严禁微风或无风作业，临时停风，必须切断电源，撤出人员。人为停电、停风必须提前做计划，并经有关单位批准，由矿调度室通知跟班队长撤出人员，必须使用风电闭锁，甲烷断电装置。

2、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少三次到迎头检查瓦斯，间隔时间2.5个小时，检查时间要均衡，并及时了解工作面有害气体状况，瓦斯检查员要做到“一炮三检”和“三人连锁”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，坚决做到瓦斯超限不作业。甲烷传感器悬挂在距迎头5m范围内。

3、杜绝明火，防止引燃瓦斯，严禁非防爆设备下井，电器设备要经常认真检修，严禁出现失爆现象，井下电缆不能出现鸡爪子、羊尾巴、明接头，做到“三无四有”。发现问题及时处理，不得留下隐患。

4、爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。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，必须停止运转，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2.0％时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

5、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。

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6、瓦斯检查：在掘进工作面风流、回风流中分别设置瓦斯检查点并悬挂瓦斯检查记录牌，瓦斯检查要严格执行“三签字”制度（瓦斯员、班组长、放炮员）和“三对口”制度（瓦斯检查员手册、记录牌板和瓦斯日报表）。在掘进工作面高冒处、超凹处等地点要经常检查瓦斯并做好记录。

7、加强爆破管理，严禁使用过期和变质炸药，杜绝违章爆破，防止放炮火焰引燃瓦斯。

（二）防灭火措施

1、防止电火花引燃，井下电器设备的选择、安装、使用都必须严格遵守有关规定，正确使用各种保护装置，一旦发生短路能够自动切断电源，防止电火花产生。

2、严格执行入井检身制度，严禁携带烟火和易燃物品入井，严禁在井下开启头灯，更换灯泡。

3、经常采集气样，进行化验分析，掌握矿井内空气成份变化，以此确定自燃发火的情况，同时要严格观察各工作点的温度，认真做好煤层自燃预测预报工作。

(三)预防瓦斯、煤尘爆炸措施 1、加强通风管理，杜绝瓦斯积聚。 2、杜绝引爆火源。

3、减少生产中煤尘在空气中的浮尘量。 ?合理控制井下风速，防止煤尘飞扬。 ?爆破使用水炮泥。

?做好清理煤尘、岩尘、洒水防尘工作。 4、井下电器设备必须防爆，保持完好状态。 （四）防止爆炸事故的扩大

1、掘进工作面的入口及副井底，设置消防管路和消防栓。

2、所有井下人员必须随身携带自救器，做好一旦发生瓦斯爆炸时的自救与互救准备工作。

二、避灾路线(避灾路线示意图见附图Ⅷ)

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. 发生瓦斯、煤尘爆炸、火灾时：掘进迎头→一路横贯→运输大巷→副井底车

场→副井→地面。

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2. 发生水灾时：掘进迎头→一路横贯→运输大巷→副井底车场→副井→地面。

第八章 安全技术措施

第一节 施工准备

1、 施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）提前七天向区队管理人员、工人负责传达批准的《掘进作业规程》。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试记录表上。

2、 新工人下井前必须学习煤矿基础知识，接受安全教育和培训的时间不得少于72小时。经考核合格后，必须在有安全工作经验的老师带领下，并建立师徒合同，工作期满6个月，然后经再次考试合格，方可井下独立工作。对轮岗、换岗和采用新工艺作业的人员，必须进行重新培训。培训时间不得少于40小时，然后经考核合格后，方可上岗作业。特殊工种，如各类司机、爆破工、瓦斯检查员等必须经过专门培训、考试合格发给操作证，并持证上岗，否则，按违章作业处理。

3、 施工前，测量人员必须提前给出开门位置，标定好中腰线，施工单位严格按中腰线施工。

4、 开门前，必须对开门口10m范围内的巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地，用旧皮带、板梁等掩护好。

5、 开门前，应提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，准备好各种支护材料。

6、 开工前，班组长必须对工作地点进行详细检查，严格执行“敲帮问顶”制度，及时摘除危岩活石。

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