轨道暗斜井车场作业规程

第一节 概 述

一、巷道名称：阳煤集团翼城东沟煤业有限公司轨道暗斜井井底车场

二、斜井用途：为东沟煤矿开采煤炭运输物料、行人等服务。 三、工 程 量：整个轨道暗斜井井底车场设计长度69.49m，其中变断面巷道长度5.93m；信号硐室3m，水泵房、变电所、水仓、永久避难硐室根据设计院另出设计而定。

四、巷道坡度：0°

五、服务年限：与东沟煤矿生产年限相同。 六、开工时间：2014年6月开工。

七、竣工时间：依据建设方与施工方签订的建设工程施工合同中的竣工日期为准。

轨道暗斜井井底车场平面、剖面布置图（附图1-1）

第二节 编写依据

一、批准的设计文件

山西煤炭规划设计院设计的阳煤集团翼城东沟煤业有限公司东沟矿回风斜井施工图。图号：S1776-121.1-01

二、地质说明书

本次所掘轨道暗斜井井底车场地质资料依据阳煤翼城东沟煤业有限公司出具的《轨道暗斜井井底车场地质说明书》。

三、其它法规及技术规范

《煤矿安全规程》，施行日期：2011年3月。

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《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》，批准日期：2013年5月。

《阳煤集团采掘作业规程编制规范》 《阳煤集团煤矿生产技术管理规定》 《煤矿工人技术操作规程》 《各种岗位责任制及设计规范》。 四、队伍装备及工人技术素质

由陕西少华建筑工程有限公司驻东沟煤业项目部建设，该项目部配有专业技术人员，工人数量充足，并全员岗前培训，配备性能良好的工程机械，提高机械化作业程度，满足安全生产需要。

第二章 地面位置及水文地质情况

第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况

一、巷道地面位置为高山，走向北西—南东，高程11—12m，巷道高程为948-948.874m。埋藏深度最小为250m，最大为350m。区域内无河流、水库、建筑物、高压线等。

二 、巷道布置在9+10#煤底板中，东距回风斜井20m，邻近没有采空区，对工程无影响。

三、巷道周边无老空区，无积水、火区、瓦斯库等对工程的影响。

第二节 煤(岩)层赋存特征

煤层赋存

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1、含煤性

巷道穿过主要为太原组，太原组地层平均厚度61.01m，含煤3层自上而下编号分别为6#煤、7#煤、9+10#煤，煤层总厚3.31m。9+10#煤为可采煤，平均可采厚度2.m。

2、煤层赋存及煤层结构

9+10#煤位于太原组下部，平均厚度2.m，含0-3层夹矸，井田东北局部含3层夹矸，全井田大部不含夹矸，结构简单。9+10#煤伪顶为泥岩，灰黑色，分选性好，致密性脆，平均厚为0.3m，直接顶为石灰岩，灰黑色，裂隙不发育，致密坚硬，平均厚为6.67m。直接底为泥岩，黑灰色，平均厚度为1.31m。

附图：综合柱状图2-1

第三节 地质构造

井田总体为走向北东，倾向北西的单斜构造，地层倾角一般5－8°，局部达16°左右。

根据初步设计及现已开掘的巷道情况，本巷道区域内没有老窑、积水区及陷落柱和岩浆入侵等现象。根据地质资料分析，预计在掘进过程中会遇到2-3个小断层，对断层带要加强支护。

第四节 水文地质

根据地质资料分析，巷道在掘进过程中预计有断层出现，有少量断层裂隙水，对巷道无充水影响。预计在掘进过程中，顶板裂隙、节理发育带有少量充水，对巷道掘进无影响。

综上所述，巷道涌水量预计为2m3/h，对巷道掘进无影响。

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第三章 巷道布置及支护说明

第一节 巷道布置

一、巷道布置

轨道暗斜井井底车场布置在9+10#煤层底板中，开口位置在集中轨道巷ⅡG14前315m处，开口处底板标高为+948.874m，变平后底板标高为+948m，方位角38°20′11″，施工工程量69.49m。其中：巷道变断面过渡段设计长度5.93m，平车场63.56m。

二、支护说明

巷道变断面过渡段设计长度5.93m，平车场63.56m，巷道断面设计为矩形，净宽5m，净高3m，坡度为0°。支护形式为锚网索喷联合支护。按照设计图纸要求，在距井底平车场3.5m处掘一个信号硐室，断面为矩形，设计在巷道左侧。净宽3.0m，净高2.8m，深度为3.0m，底板比井底车场底板高200mm，支护形式为锚网喷支护。

巷道特征表

项 目 名 称 13.44-变断面过渡段 矩形 12-15 17.46 井底车场 信号硐室 矩形 矩形 15 8.4 17.46 10.1 5 3 4-5 5.3 5.3 3.3 3 3.25 150 150 锚网索喷 锚网喷 C25 C25 4.2-3 3.25 150 锚网索喷 C25 巷 道 形 状 净 掘 净 掘 净 掘 度 断 面（m） ２宽度（m） 高度（m） 喷厚 mm 支护 形式 混凝土强2.8 3.05

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第二节 矿压观测

一、锚杆（索）检测 （一）检测方法

巷道向前掘进，每300根锚杆检测一组锚杆锚固力，每组检测不少于5根，其中3根顶锚杆，2根帮锚杆；每100根锚索检测一组锚索预紧力，每组检测不少于5根。 （二）检测要求

掘进过程中，顶锚杆锚固力达到70kN，扭力矩达到150N²m，如达不到规定要求当班必须进行补打锚杆；帮锚杆锚固力达到50kN，扭力矩达到120N²m，如达不到要求的当班必须进行补打；锚索必须进行张拉预紧，凡预紧力达不到170kN的锚索当班必须进行重新补打。将检测结果计入专用的检测表格中备查。

二、 顶板岩性探测

（一）钻孔窥视探测：巷道开口及向前掘进岩巷，对顶板岩性进行一次钻孔窥视探测。窥视钻孔用Φ28mm的羊角钻头打眼，每次钻孔窥视探测由生产技术科人员和施工队组人员共同组成，技术员要把钻孔时间及岩性情况详细记录。

（二）实芯探测：本巷道进行一次实芯顶板岩性探测，如遇到地质发育地带增加一次实芯顶板岩性探测。实芯探测由施工队组完成，队组技术员根据相邻钻孔窥视资料、钻具钻进速度对顶板准确分界，顶板各类岩石厚度0.2m以上应单独分层，煤线及顶板破碎厚度、层位要重点描述记录。

（三）每次探眼，队组技术员必须参加，在探测工作结束后，队技术员要认真按顶板岩性探测的层位次序填绘顶板岩性探眼柱状图，柱状图上需标明巷道名称、探眼的位置、探眼的深度、使用锚索长度、岩层性状、厚度、探眼时间、探测人员等，探眼位置以巷道开口位置

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为基准计量。柱状图一式两份，一份报生产部，一份队组留存。 （四）要求每次探孔深度比锚索眼深1.0m以上，并有岩性分析标志牌板。

（五）如遇岩性发生变化及时通知生产技术部。 三、数据处理

生产部根据顶板岩性探测数据记录对巷道顶板岩性情况进行分析，根据分析结果及时提出支护修改参数，通知队组修改支护以满足巷道围岩支护要求。

第三节 支护设计

一、巷道断面 （一）变断面断面

由集中轨道巷Ⅱ过渡为轨道暗斜井井底车场，宽度由4m逐渐变为5m，长度为5.93m，坡度由-17°逐渐变为0°。 （二）平车场断面

断面形状为矩形：净宽5m，净高3m，掘宽5.3m，掘高3.25m，铺底100mm。净断面S净 = 15m2 ，掘进断面 S掘=17.46m2 。信号硐室断面形状为矩形：净宽3.0m，净高2.8m，掘宽3.3米，掘高3.05米；净断面S净=8.4㎡，掘进断面S掘=10.1㎡。

二、支护方式 （一）支护形式

1、轨道暗斜井井底车场支护断面图（附图3-1） 信号硐室支护断面图 （附图3-2）

2、永久支护方式为锚杆、钢筋网、金属网、锚索、喷射混凝土联合支护。

（二）巷道主要技术参数 1、支护材料及规格

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顶、帮锚杆：Φ20³2000mm 左旋螺纹钢锚杆 顶托板：150³150³10mm 蝶形托板 帮托板：150³150³10mm的平托板 顶、帮锚固剂：CK23800型 锚索：钢绞线Φ17.8³6300 mm 托板： 400 ³200³100钢托板 锚固剂：CK231200型 锚具： MK18

顶钢筋网：直径6mm，2100³1000mm,网格100mm 帮菱形金属网：直径3.5mm，1000³10000mm,网格50mm 2、喷射混凝土强度等级为C25，喷射厚度为150mm，配合比（重量比）为水泥：水：黄砂：碎石=1：0.45：1.98：1.98（以实验室配比单为准)。

水泥：标号42.5 硅酸盐水泥 石子：粒径5～10mm碎石 黄砂：中粗粒黄砂 速凝剂：YZ-1型 信号硐室

1、支护材料及规格

锚杆：Φ20³2000mm 左旋螺纹钢锚杆 托板：150³150³10mm 钢托盘 锚固剂：CK23800型

两帮及顶钢筋网：直径6mm，2100³1000mm 网格100mm 2、喷射砼强度等级为C25，喷射厚度为150mm。 水泥：标号42.5 硅酸盐水泥 石子：粒径5～10mm碎石

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黄砂：中粗粒黄砂 速凝剂：YZ-1型

（三）临时支护：(附图3-3)

临时支护：帽柱支护，每排布置4根，间距1200mm，排距800mm,柱采用3.15m内注式单体液压支柱，帽为直径180mm半圆木。 （四）永久支护

（1）永久支护方式为锚网索喷，采用锚杆、钢筋网、金属网、锚索、喷射混凝土联合支护。顶锚杆第一排第1、2、4、6、7眼各布置一根锚杆，第3、5眼各布置一根锚索，第二排布置7根锚杆，依次交替布置，锚杆间距800mm，排距900mm；锚索间距1600mm，排距1800mm。帮锚杆每帮每排布置三根，最上一根锚杆距顶板400mm，间、排距为900mm。锚杆、锚索锚固剂，每孔均为一卷。顶板采用Φ6.0mm的钢筋网铺设，搭接长度100mm，绑线间距200mm，绑线规格14＃铁丝；巷道两帮采用Φ3.5mm的金属网铺设，搭接长度100mm，绑线间距200mm，绑线规格14＃铁丝。混凝土喷层厚度为150mm，混凝土强度为C20。

（3）信号硐室永久支护为锚网喷，采用锚杆、钢筋网联合支护，顶锚杆每排布置5根，帮锚杆每排3根，间排距为800mm。 (五)锚杆支护验证

1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3

式中：L—锚杆总长度，顶帮锚杆均取2m；

L1—锚杆外露长度（包括托板、螺母厚度），取0.05m；

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L2—有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b，帮锚杆取帮破碎深度c），b=0.65m,c=0.45m；

L3—锚入岩（煤）层内深度，取0.8m。 顶锚杆

L≥L1+L2+L3 2≥0.05+0.65+0.8 2≥1.5 帮锚杆 L≥L1+L2+L3 2≥0.05+0.45+0.8 2≥1.3

满足上述条件，已达到支护要求。 其中围岩松动圈冒落高度

BHtan4522f顶b=

cHtan452 

式中：B、H—巷道掘进毛宽、毛高,B取5.3m、；H取3.25m； f顶—顶板岩石普氏系数,取4；

—两帮围岩的似内摩擦角，=arctanf顶=76º 通过计算，b=0.65m,c=0.45m。

a2、校核顶锚杆间、排距：应满足

GkL2

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式中：a—锚杆间、排距，顶锚杆间距0.8m、排距0.9m，帮锚杆间距0.9m、排距0.9m。

G—锚杆设计锚固力，顶锚杆150kN/根；帮锚杆120kN/根。

k—安全系数，一般取2；

L2—有效长度（顶锚杆取b）b=0.65m；c=0.45m。 —岩体容重，取25kN/m3。

通过计算，顶锚杆间距a=0.8<2.15，帮锚杆间距a=0.9<2.3，顶锚杆排距a=0.9<2.15，帮锚杆排距a=0.9<2.3。

满足上述条件，已达到支护要求。

3、加强锚索长度校核，应满足LLaLbLcLd 式中：L—锚索总长度，6.3m；

La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度， m；

d1faLaK4fc 其中：

K—安全系数，取2；d1—锚索直径17.8mm；

fafc—锚索抗拉强度，1427.31N/mm2； —锚索与锚固剂的粘合强度，10N/mm2；

Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，1.8m； Lc—托板及锚具的厚度，0.035m； Ld—外露张拉长度，0.2m； L=1.27＋1.8＋0.035＋0.2=3.305 符合要求。

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K4、加强锚索数目的校核，应满足N≥

WP断

式中：N—锚索数目，2；K—安全系数2； P断—锚索最低破断力，200kN； W—被悬吊岩石的自重，225kN； WBhD=5.3³1³25³1.7=198kN

其中：B—巷道掘进毛宽，5.3m；D—锚索间距1.6m，排距1.8m，取均值1.7m；∑h—悬吊岩石厚度1m；∑—悬吊岩石平均容重，22kN/m3。

KN≥

WP断即2≥2³198/200，符合要求。

第四节 支护工艺

一、支护要求

（一）锚杆、网支护要求：

1、巷道顶板锚杆间距800mm，排距900mm。帮锚杆一排布置3根锚杆，间距为900mm，排距为900mm，允许误差为：±100mm。 2、锚杆外露长度从螺帽往外≤50mm并要拧满扣。锚固力：顶锚杆不小于70kN，帮锚杆不小于50kN；螺母扭力矩：顶锚杆不小于150N²m，帮锚杆不小于120N²m。

3、锚杆要尽可能与巷道周边及层理面垂直，角度不小于75°，托板必须紧贴岩面。

4、钢筋网与网之间采取搭接方式，搭接长度为100mm，每隔200mm用14#双股铁丝联接一道，拧紧不少于3圈。

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5、施工队组必须配备锚杆检测工具，每打300根锚杆做一组锚杆拉拨力试验，每组不少于5根，顶3根，帮2根，并做好记录报生产技术部及安监处备案。检查若发现锚杆不合格必须在其旁200mm处及时补打。

6、锚杆必须使用机械扳手或力矩扳手紧固，各班必须由专人使用风动扳手紧固锚杆达到设计扭力矩要求，大班设专人进行抽检并进行原始数据记录。

7、锚杆托板严格按设计要求使用，严禁顶帮锚杆托板混用，及用其它规格托板代替使用。

8、最下一排帮锚杆可滞后10m施工，其余帮、顶锚杆必须进跟掌头施工。

（二）锚索支护要求

1、锚杆钻机使用风动锚杆钻机，钻眼前先开风后送水，严禁无水施工，要求推力适当。

2、锚索眼深6.1m，锚固剂搅拌时间35～50秒，严禁截短锚固剂和钢绞线。

3、锚索间距1600mm，排距1800mm,每排支护两根，锚索托板垂直巷道掘进方向布置。

4、锚索预紧张拉力不小于170kN。

5、锚索应尽量与岩层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度不大于200mm，不小于100mm。

6、锚索长度要以实际探测的顶板岩性进行确定，要求锚索端头必

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须锚入稳定的坚硬岩层中不小于1m。而且锚索必须紧跟茬岩不得滞后。

7、锚索间排距误差：正常情况下不超过设计值的±100mm，孔深误差不超过设计值的0～+100mm，与围岩角度不超过设计值的±3°。 8、对锚索预紧力进行抽查，每100根至少抽查5根，合格率达不到100%，或有一根预紧力低于设计值的90%，抽检巷道段锚索必须全部重新预紧一遍。要求每根锚索预紧力必须达到规定要求。 9、接、解钻杆必须在钻机停止运转的情况下进行，人员严禁站在钻杆正下方换钻杆。

10、搅拌器一定要插入钻机底，钢绞线要插进搅拌器底部，锚固剂搅拌过程中，操作人员时刻注意钢绞线，以防甩脱钢绞线发生伤人事故。

11、预紧锚索时，必须用电动泵或风动泵，严禁用手动泵。风动泵操作人员应缓慢升压，严禁高压换向。

12、张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线，张拉锚索时无关人员必须站在张拉千斤5.0m范围以外。 13、如巷道较高需搭设架时，必须搭设牢靠。 14、每班必须有专人对锚杆、锚索进行检查预紧。 15、检测人员：跟班队干、工长。 16、锚索必须紧跟掌头施工，严禁滞后。

17、如拉拔力达不到要求要查明原因，及时进行岩性探测，修改支护材料规格。

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（三）喷射砼支护要求

1、基岩段喷射厚度为150mm，喷层厚度不小于设计的90%。 2、喷射砼所用材料、标号、规格、结构强度均应符合作业规程规定。

3、必须按设计配合比计量配料。

4、人工在喷射现场搅拌时，必须搅拌均匀，搅拌好的料要及时使用，不宜静放太长时间。

5、喷射砼时要合理划分作业区段，区段最大宽度不应超过6m。 6、喷射砼顺序：从墙脚开始自下而上进行，先喷凹处后喷凸处，喷头应按螺旋形一圈压半圈的轨迹缓缓移动。喷射距一般在0.8～1.2m之间为宜。喷头与受喷面应尽量保持垂直。

7、喷射过程中应根据出料的变化，及时调整给水量，保证水灰比准确，要使喷射砼表面呈湿润光泽，无干斑，滑移流淌现象，粘结力强，回弹少。

8、一次喷射厚度应大于50mm，当一次喷射厚度达不到设计要求时，应分次喷射，但复喷时间间隔不得超过2小时，否则应用高压风水重新冲洗受喷面。

9、在围岩渗水、涌水段喷射砼时，应采取减少给水量，加大速凝剂掺量等措施。

10、喷射作业完毕或因故中断喷射时，必须把喷射机和输料管内的存料清理干净，防止其凝结在机械或管路中形成隐患。

11、一次喷射完毕应立即清理、收集回弹物，并应将当班拌料用

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净。

12、喷砼前,必须检查喷砼区域的瓦斯浓度,只有当瓦斯浓度低于0.8%时,方可作业；喷砼时严禁将瓦斯监测探头拉出喷砼区域,并且严禁拆除喷砼区域的风筒。

13、喷射工作开始时，严禁将喷射头对准人员，用震动法处理堵管故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。

14、喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护7天以上，每天洒水不得少于一次。

15、喷射砼强度试验，每30-50m必须做一次抗压强度试验。 （四）挂网支护要求： 1、要求巷道全断面挂钢筋网。

2、联网搭接要求：钢筋网之间采取搭接方式，搭接长度为100mm,有连接挂钩的利用连接钩连接，并用锤打紧。无连接钩的每隔200mm用双股14#铁丝连接一道，拧紧不小于3圈。 二、巷道支护工艺及要求 （一）巷道临时支护工艺及要求 1、锚网支护巷道临时支护工艺：

锚网支护施工临时支护采用戴帽内注式单体液压支柱，柱帽采用规格为Φ180mm半圆木。工作面应配备不少于8～10根单体液压柱（柱高不低于3.15m）。放炮后支设临时支柱两排，每排4根，排距800mm，间距1000mm，要求布置均匀。帽柱接实顶板处距离永久支护不大于800mm，距离掌头不大于0.4m，柱必须支设牢固。工作面单体液压柱

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距离茬岩最小距离不大于400mm。 2、临时支护要求：

⑴支设临时支护前，必须敲帮问顶，敲帮问顶时人员必须站在有效支护下进行，并保证退路畅通，处理完顶板、两帮及掌头活矸。 ⑵支设临时支护时，一人安全监护，两人支柱。 ⑶若两帮或掌头有危岩、活石时，要加打戗柱进行维护。 3、施工地点必须配备6根直径0.2m长3.2m的优质圆木作为备用临时支护材料。

（二）巷道永久支护工艺及要求

（1）施工工艺：采用掘进两排、锚一排，顶、帮锚杆、锚索紧跟掌头支护，最下一排帮锚杆最大滞后掌头10m支护。当围岩松软破碎，采用掘一排、锚一排的作业方式，顶、帮锚杆缩小排距至0.6m。帮锚杆紧跟掌头支护。

（2）支护工艺流程：交安全检查→敲帮问顶→临时支护→支护顶锚杆、锚索→支护帮锚杆→回掉临时支护。 3、锚索支护工艺流程：

准备工作→定眼位→钻锚索眼→上锚固剂搅拌安装锚固钢绞线→上托板锁具→预紧锚索张拉钢绞线达设计要求。

（三）、平行作业施工工艺及要求 1、工作面锚网支护与装矸平行作业

工作面放炮后，在临时护身柱掩护下挂尾轮耙矸，至耙岩机前待装，当工作面进行临时支护、锚网支护、钻炮眼孔时，可进行装矸作

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业。

要求：平行作业期间,外部作业人员不准随意经耙矸作业区域进入工作面,工作面作业人员不准随意经耙矸作业区域离开工作面,如有人员进出耙矸区域,必须发出信号,待耙岩机停止作业并停电后,方准进出耙矸区域。

2、工作面作业与锚喷作业（岩巷）

当工作面作业，耙岩机后部可进行喷射砼作业。 要 求：喷射砼作业前，先由运输队将所需喷射材料运至指定地点，喷射砼作业人员将喷浆机稳定好，喷射期间严禁其他人员经过作业区域。 3、安全措施

（1）工作面施工与喷浆平行作业时，严禁将喷射头对准人员，用震动法处理堵管故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下，喷射作业完成或因故障中断喷射时，必须把喷射机和输料管内的存料清理干净，防止其凝结在喷射机或管路中形成隐患。

（2）人员需要通过喷射段时要与喷射手联系好，待喷浆机停机锁好开关后方可通过。

（3）支护顶、帮锚杆期间必须把工作面风水管吊挂整齐，防止风水管相互缠绕，影响施工。

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第四章 施工工艺

第一节 施工方法

一、中腰线标定的方法和要求：

（一）巷道掘进时，测量部门按设计图及时标定中腰线，挂在无风筒一侧或巷道中部，施工队组要严格按线施工。

（二）随着巷道的延伸测量部门每隔20～30m引线一组，每组不少于3根，或者使用激光指向仪，但至少100m定一组延伸线。 （三）施工队组对施工用线要保护，发现有问题要及时通知测量部门校对。

（四）若遇地质构造时，测量部门要及时校定中腰线。 二、施工方法：

施工方法采用炮掘，耙岩机耙矸，皮带运输机运矸。工作面支护采用锚杆、锚索、钢筋网、金属网喷射砼联合支护。

第二节 掘进方式

一、采用打眼爆破的方法破岩。 二、钻爆作业各道工序的安排和要求 （一）钻爆作业各道工序的安排 1、钻爆作业工序：

（1）围岩松软破碎或雷管段数达不到全断面一次爆破要求时钻爆作业工序：

分次爆破：交安全检查→打上部眼→出渣→打下部眼→装药、

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放掏槽下部炮→通风→处理活矸危岩→装药、放上部炮→通风→处理顶板（敲帮问顶）→出渣→临时支护→打设永久支护。 （2）全岩巷道围岩稳定情况下钻爆作业工序：

全断面一次爆破﹕交安全检查→打下部炮眼→搭设工作台、打上部炮眼→装药放炮→通风→敲帮问顶（处理活矸危岩）→临时支护→打设永久支护。

最大控顶距不得大于2.0m，支护完毕后最小控顶距不得大于0.4m。

（二）钻爆作业工序要求

1、钻眼前必须检查巷道茬岩10m范围内的支护情况，处理干净工作面的危岩活矸。

2、看好中腰线画出巷道断面轮廓，定好眼位。

3、钻眼必须实行四固定，即“定人、定位、定量、定钻”严格按施工断面爆破图钻眼。

4、打眼时，严禁采用残眼加深炮眼。

5、装药前用吹眼器将炮眼内的岩粉吹干净或用掏勺将炮眼内的煤岩粉掏干净。

6、装药前，必须切断巷道迎头5M范围内一切电源，装药时停止进行与装药无关的工作，小线与母线的连接必须由放炮员亲自操作。 7、每次放炮前，必须在通往放炮区域的各个通道口设置放炮警戒。掘进工作面装药放炮前，必须由当班工长统一指挥，并向每个警戒点指派两名责任心强的工人设置警戒，两人将警戒区所有人员撤出后，

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警戒点留一人拉好警戒绳严禁任何人员进入，另一人确认警戒设置好后，返回通知班组长按规定装药放炮，班组长只有接到全部警戒设置好的通知后,方可按照规定交换牌放炮。放炮前必须由专职瓦检工进入工作面检查掌头20m范围内风流中瓦斯浓度，小于0.8%时方可装药放炮。炮响30分钟后待炮烟吹散，放炮员、班组长、瓦检员一同进入工作面检查无问题后，由工长指派专人通知解除警戒恢复正常工作。警戒人员只有接到解除警戒通知后方可解除警戒。 8、放炮严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度。 9、采用正向装药、大串联，每个炮眼必须使用水炮泥并用炮泥封填捣实。

10、采用电容式发爆器，炸药采用煤矿许用三级乳化炸药，雷管采用8号煤矿许用毫秒延期电雷管。

11、工作面20m以内的电缆设备、风筒、探头等要妥善维护，否则不得放炮。 三、打眼器具

1、采用型号为YT28风动凿岩机打炮眼。

2、采用风动凿岩机打帮锚杆眼，使用风压0.4～0.65MPa，使用水压0.2～0.4MPa。

3、采用锚杆机打拱部锚杆眼，额定压力0.5MPa，额定转矩110N²m，推进力8.0kN，整机最大高度3m。 四、装载运输

放炮破岩、耙岩机装载，皮带运输。

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第三节 爆破作业

一、爆破方法

掘进爆破施工时，采用光面爆破施工，掏槽方式为楔形掏槽，一次全断面爆破和分次爆破。 二、雷管、炸药种类

炸药使用煤矿许用三级乳化炸药，雷管使用8号煤矿许用毫秒延期电雷管，雷管必须有专人专管，不得转借。 三、装药结构、联线方式、起爆方式

采用正向装药，联线方式采用大串联，起爆使用电容式发爆器。 四、炮眼布置

炮眼布置图（附图4-1） 五、巷道采用光爆锚喷向前掘进

根据围岩软硬，适当调整装药量保证起爆效果。

第四节 装载与运输

一、装载与运输方式

轨道暗斜井井底车场装载使用P—60B耙岩机将工作面煤（矸）装入耙岩机后DSG800/20S³40皮带输送机中，经集中轨道巷皮带、集中轨道巷运输巷皮带运至技措巷皮带，经主井皮带运至地面。

二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式、安全设施的安设方式、安设位置：

一）、装载、运输设备： 1、胶带输送机铺设

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⑴、各输送机机头、机尾必须满足设备检查和维修的需要，距巷帮不小于700mm，中间部分距巷帮不小于500mm。

⑵、胶带输送机机头及储带部所有连接件和紧固件应齐全、可靠；中间部各托辊齐全，转动灵活，托架吊挂装置完整可靠，托梁平、直；承载部梁架安放平直，承载托滚转动灵活，无脱胶，无短缺。

⑶、胶带输送机的固定方式：

胶带输送机的固定方式：严格按《关于掘进工作面胶带输送机、煤溜固定方法的会议纪要》执行。

①、固定运输设备

A、使用胶带输送机运输时，需在胶带输送机尾轮两侧打注锚杆地锚。

B、地锚锚杆规格不低于φ20³2000mm，药卷采用CK23800型，锚杆的锚固力要达到50KN以上。

②、移动运输设备

A、使用胶带输送机运输时，在胶带输送机尾轮两侧打注锚杆地锚，要求同上。

B、使用刮板输送机运输时，需在刮板输送机机头两侧打地锚，用锚链与机头连接。在刮板输送机尾轮两侧打地锚进行固定。打注锚杆地锚规定同固定运输设备同。

C、在胶带输送机机头和机尾必须设置防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护网和防护罩。

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运输设备表

序号 设备名称 1 2 耙岩机 皮带输送机 型号 P-60/B DSG800/20S³40 3 皮带输送机 DSG800/20S³40 4 皮带输送机 DSG800/20S³40 5 技措巷皮带输送机 DSG800/20S³40 6 主斜井皮带输送机 ZXJ-80/75/1原主斜井 50 二、煤（矸）、材料、设备等的运输方式

煤矸运输：煤矸运输采用皮带运输方式，运输路线：工作面→轨道暗斜井井底车场→集中轨道大巷（Ⅱ）→集中轨道运输巷→技措巷→主井→地面

材料、设备运输：材料设备运输为轨道运输方式，运输路线：地面→副斜井→副斜井底车场→集中轨道运输巷→集中轨道大巷（Ⅱ）→轨道暗斜井井底车场→工作面

三、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求 1、工作面使用耙岩机作业时，运送的材料存放在耙岩机外材料

安装位置 工作面 轨道暗斜井井底车场 固定方式 地锚 地锚 集中轨道大巷（Ⅱ） 地锚 集中轨道运输巷 地锚 技措巷 地锚 地锚 23

存放处，如需进入工作面，必须停止耙岩机操作，待运送人员撤出工作面后，方准耙装机作业。

3、工作面使用耙岩机作业时，如工作面进行锚网支护，后面进行耙岩作业，耙岩机至尾轮悬挂处之间，严禁人员行走。

4、斜巷运输严格执行“行车不行人、行人不行车”规定。 5、运输队运输材料时，应先通知调度绞车至调度绞车运行范围内的人员撤离或进入躲避硐，方准打开阻车器进行车辆运行，否则阻车器不准打开。

四、耙岩机固定、防滑、防出槽、耙岩机与掘进工作面的最大和最小的允许距离、耙岩机必须遵守的规定 1、尾轮楔固定方法：

耙岩机尾轮固定楔的眼孔位置一般高于岩堆800～1000mm，并向下略带5°～10°倾角，以防楔子拔出。楔眼深度比楔子长50～100mm，楔眼分别布置在工作面的左、中、右（左、右距巷帮约500mm）部位。固定楔的长度一般为800～1000mm，楔子用Φ38mm圆钢制作，绳环用Φ15.5mm钢丝绳制作。

2、耙岩机固定方法：耙岩机固定在巷道一侧，距迎头不小于7m，最大距离不超过30m。

固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，还应在机身前、后方两侧底板上各打设两根地锚，地锚采用Φ20³2000mm的螺纹钢锚杆，锚固剂规格为Φ28³800mm树脂锚固剂，使用1块锚固剂。每根锚杆锚固力不小于70kN。用双股钢丝绳环（直径Φ18.5mm）将耙岩机紧固

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在地锚上，绳环绳卡不少于3道。用2～3个150³150³10mm的锚杆托板压紧，用螺帽拧紧带满丝扣。

3、耙岩机防护装置固定方法：耙岩机溜槽上方两侧必须安设封闭式护绳栏，护绳栏用钢筋网制作。在耙岩机溜槽上方两侧各安设两根钢绞线，钢绞线上部与顶部锚杆固定，下部两端头插入耙岩机溜槽两侧的护绳栏插孔后，用U型卡子将钢绞线固定在耙岩机溜槽上。钢筋网与钢绞线之间用14#铁丝绑扎牢固。

4、耙岩机必须遵守的规定 1）耙装机作业必须装有照明灯 2）耙岩机绞车的刹车装置必须完整可靠

3)耙岩机有封闭式金属挡绳栏和防耙斗出槽的护栏；在拐弯巷道作业时必须使用可靠的双向辅助导向轮，清理好机道，并有专人指挥和信号联系。

第五节 管线及轨道敷设

一、各类管线、运输设施的布置及要求

（一）风管、水管应尽可能紧靠巷帮，距离轨道边不小于700mm；风水管应用铅丝整齐吊挂在巷帮左侧，距底板不小于500mm。 （二）各类电缆必须悬挂在电缆钩上,且每钩只准挂一根电缆。电缆悬挂高度距底板不小于1.8m，悬挂在巷道右帮。

（三）轨道铺设前，先使用耙岩机将浮矸耙净，然后人工清理巷道，将巷道清至设计高度。轨道枕木铺在实底上，轨道选择30kg/m单轨铺设，轨距0.6m，枕木间距不大于1m。轨道外缘距两帮设备及

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风水管路不小于700mm，要求铺设平直，扣件齐全，紧固有效，接头间隙不超过5mm，内错茬不超过2mm，并且轨枕必须垫实。耙岩机距工作面距离为7～30m。

第六节 设备及工具配备

序号 1 2 3 4 5 6 7 名称 局 扇 耙岩机 探水钻机 风动凿岩机 皮带机 锚杆机 综保 规格型号 FBD—No7.1 2³30KW P-60/B ZYJ—680/200 YT28 单位 台 台 部 台 数量 2 1 1 4 2 3 2 备注 DSG800/20S³40 部 MQT-130/2.8 EBE—4.0E 台 台 台 台 台 台 台 根 台 米 个 8 真空开关 QBZ—80 2 9 真空开关 QBZ—120 1 10 11 12 13 14 15 16 综保 防爆湿式喷浆机 污水泵 风钻钻杆 放炮器 放炮母线 炸药箱 EBE—4.0E KSP-5 7.5kw 2.0m MFB-200 铜芯绝缘线 1 1 2 10 2 200 2

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17 18 19 20 21 22 23 雷管盒 甲烷传感器 大锨、尖锨 大 锤 手镐、风镐 手拉葫芦链 滑 轮 KJ101-45B 12磅 5吨 个 台 张 把 把 个 个 2 1 2/2 2 3/2 2 2 说明：以上工具为施工所必备，共用者实行，本班使用的设兼职保管员。 第五章 生产系统

第一节 通风系统

一、通风系统

轨道暗斜井井底车场选择压入式局部扇风机供风，局扇型号是FBD—No7.1型矿用隔爆型压入式対旋轴流通风机，电机功率2³30KW，风机吸风量520 m3/min，风筒选择直径600mm抗阻燃风筒，通过在巷壁吊挂向工作面供风，风筒吊挂整齐，连接有反压边不漏风。 二、风量配备及风机选型

根据山西省煤炭工业局晋煤瓦发[2013]423号《关于阳泉煤业（集团）公司2012年度煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，矿井绝对瓦斯涌出量3.02 m3/min。

根据上述鉴定结果批复统计，掘进最大瓦斯涌出量为0.54m3/t，回风斜井参照掘进最大瓦斯涌出量数据在此取0.54 m3/min，则：

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1、按瓦斯涌出量计算:

Q掘＝125³q掘³K掘进，m3/min

式中：Q掘——轨道暗斜井井底车场掘进工作面需要风量，m3/min；

q掘——掘进工作面回风流中最大瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；根据周边地点瓦斯涌出统计，瓦斯绝对涌出量在此取0.6 m3/min

K掘进——瓦斯涌出不均衡系数。按照实际观测而定，一般可取1.5~2.0，按规定取1.7.

125——掘进工作面回风流瓦斯浓度按0.8％计算所换算的常数。

则：Q掘=125³0.54³1.7= 114.8m3/min 2、按炸药使用量计算： Q掘=25A，m3/min

式中：Q掘——回风斜井掘进工作面需要风量，m3/min； 25——每千克炸药供风，m3/min

A——一次爆破炸药最大用量，取15kg， 则： Q掘=25³15=375m3/min 3、按掘进工作面同时作业人数计算： Q掘=4³N ，m3/min

式中：Q掘——回风斜井掘进工作面需要风量，m3/min； 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；

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N——掘进工作面同时工作的的最多人数，取30人 则：Q掘=4³30=120m3/min 4、按局部通风机的实际吸风量计算：

局部通风机实际吸风量Q吸必须考虑风筒漏风后，能够保证风筒出口20米范围内的盲巷风速达到0.15m/s。轨道暗斜井井底车场断面为17.46㎡，风筒出风口风量最低为157.14m³/min。 L=100³（Q吸-Q出）/（Q吸³I/100），% 10=100³（Q吸-157.14）/（Q吸³I/100），%

式中：Q掘——掘进工作面按瓦斯涌出量核定的全风压需风量，m3/min;

Q吸，Q出——回风斜巷风量，m3/min，取Q出=157.14m3/min Q吸——Q出与百米漏风率换算值，实际选取时，结合所选风机的额定吸风量，m3/min；

Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台 L——百米漏风率，%,取10

I——风筒长度，取I——回风斜巷风筒供风计划长度390m。 S——局扇安设巷道的断面积，取S——回风斜井断面12.28㎡ Q吸=10000Q出/（10000-L³I）

Q吸=10000³157.14/（10000-10³390）=257.6m3/min Q掘=Q吸³Ii+9S

Q掘=257.6³1+9³17.46=414.74m3/min 5、工作面风速验算：

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V=414.74m3/min /(12.28m2³60s)=0.56m/s 0.15 m/s≤V≤1.0 m/s符合规定

经上述掘进风速验算后，回风斜井掘进面需风量为414.74m3/min，特选用风机型号为FBD—No7.1 2³30kW局扇，该风机额定风量为520m3/min，满足风量需求。

回风斜井掘进配备两台FBD—No7.1 2³30kW局扇，且实现“双风机双电源”，一台正常使用，一台备用并能自动切换。局扇及其启动装置安装安设在距回风口10m以上的新鲜风流中。局扇必须实现“双风机双电源”。局扇支高不低于500mm，风筒为φ600mm的胶质风筒，悬挂在巷道左帮。 通风系统图（附图5-1）

第二节 压风系统

一、集中轨道大巷（Ⅱ）掘进压风风源，压风方式

工作面掘进压风风源为：由主、副斜井进入的全风压新鲜风流，经空气压缩机吸入后将压缩空气送进工作面。

二、压风机设备名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线

工作面所用压风机为：石家庄康普斯压缩机有限公司生产的MLGF20/7—132G型空气压缩机，风压0.7MPa，管径DN100，安装在消防材料库内，敷设路线为由压风机出风口沿集中轨道巷Ⅱ至轨道暗斜井井底车场，压风管路为临时敷设管路，待巷道成巷后，预埋好管线预埋件，重新敷设管路。供风管距工作面不超过30m、设三通，胶

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管紧跟工作面。

供风管漏风必须及时处理，处理漏风时必须关闭阀门，并且设有醒目警示标记，防止他人误送风发生伤人事故。 在距工作面30-40m位置处设置两组压风自救装置。

第三节 防尘系统

一、防尘供水

防尘供水水源位于主井西南80m位置，蓄水容积300m3，用于井下防尘、灭火等用水，防尘、防灭火管路为DN100钢管。水压主要利用地面与井下高差产生的静压。 二、防尘管路铺设

防尘管路每隔100m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。 三、净化水幕 （一）净化水幕的安设

距茬岩30m范围内安装一道净化水幕，距盲巷口20m以里安设一道净化水幕：净化水幕使用环形喷雾，喷雾安装在距顶板不超过30cm的位置。

（二）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。 （三）净化水幕的使用 净化水幕水管：

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（1）水管的长度不小于巷道宽度20cm。 （2）水管安装在距顶板不超过300mm的位置。

（3）水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距30-40cm。 喷嘴的方向：

（1）距盲巷口30m范围内的净化水幕喷嘴方向与风流方向一致。 （2）距工作面50m范围内的净化水幕喷嘴方向与风流方向相反。 （3）喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。 四、巷道冲洗

施工队组必须设专职洒水消尘人员，每十天全断面全巷道冲洗一遍，保证巷道保持湿润，走路时岩尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆的岩尘厚度不得超过2mm。 五、钻孔作业

钻眼采取湿式钻眼。爆破作业每眼使用1个水炮泥。爆破前后茬岩往外20m应冲洗岩壁，爆破时应喷雾除尘，出煤（矸）时洒水。 六、其它

职工在工作中要佩戴防尘口罩，严禁不上水干打眼。 在距工作面30-40m位置处设置两组压水自救装置。 七、防尘系统示意图

防尘、排水系统示意图（附图5-2）

第四节 防灭火

由于9+10号煤为自燃煤层，所以掘进时要及时进行喷浆对巷道进行封闭，对巷道掘进中出现的高冒区必须及时进行防火处理并定期

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检查。

消防管路使用掘进用静压水管路，在配电点、风机开关处，必须备有2个灭火器和1个装有不少于0.3m3消防沙的沙箱。

井下发生火灾后，要严格执行《煤矿安全规程》中第二百四十四条中的规定，并按东沟煤业公司灾害预防处理计划进行救灾。

第五节 安全监控系统

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

（一）队长、副队长、技术员下井，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0.8%)必须进行处理。如≥0.8%时，必须撤出人员到新鲜风流中，汇报调度，待排放完瓦斯，待到瓦检员允许后，方可恢复生产； （二）当班的班组长下井，必须携带便携式甲烷报警仪，对其工作范围内的甲烷进行不间断的监测，当报警仪报警时，必须停止工作，并进行处理。

（三）机电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，仪器报警时不得通电或检修。 二、瓦斯监控系统

（一）巷道必须安装瓦斯监测监控系统，监测工作面瓦斯变化情况。当盲巷内及混合处瓦斯传感器超限时，切断盲巷以内全部非本安型电器设备电源，各测点瓦斯浓度下降到规定值0.7%以下时，方

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可人工对联锁开关送电，严禁联锁开关自动恢复送电。供给监测设备的电源必须取自专供开关的电源侧。并实现风电、瓦斯电闭锁。风电、瓦斯电闭锁示意图（附图5-3）

（二）必须安装风机开停传感器，实时反映工作面风机开停状态。风机开关须卡在风机电源开关负荷侧。

（三）监测系统完善后，由通风部联系生产队组给监测系统接电源，队组派专职电工在监测工的监视下测量引出的交流电源为36V无误后，方可把电源接入监控站电源箱，队组电工负责开拓工作面的所有被控制非本安电气设备的联锁连接，监测工和队组电工同时在现场试验监测断电功能，监测系统功能正常后，监测工与队组维护电工互相签字，队组方可正式生产。

（四）与所有监测设备外接的联锁线，联锁三通由队组负责维护，队组需对监测设备移动时，如倒移风机，要提前联系调度站，填报倒移风机及监测设备通知单，通风队负责倒移监测设备。因故检修与安全监测装置有关的井下电气设备，需停止监测装置正常工作时，必须经总工程师同意，并制定安全措施后方可执行。

（五）监测设备投入使用后，队组不得随意擅自改动或损坏监测设备装置及传输电缆，队组要避免污物、水、岩尘等损坏监测设备装置。

（六）迎头瓦斯传感器布置在距茬岩5m内，盲回瓦斯传感器布置在距通风横管10～15m的盲回风流中，悬挂标准为距顶板不小于300mm，距巷帮不小于200mm。

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（七）监测人员负责日常监测设备装置及线路的维护，工作面必须由专职监测工，每七天对该工作面各测点传感器的报警值、断电值、断电恢复值及断电功能进行一次标校和检验。

（八）队组跟班工长和瓦斯检查工每班必须不少于一次对监测装置及线路的外观检查，如发现问题及时汇报通风调度。

（九）工作面的迎头探头随巷道进度延伸，由瓦检员负责探头的移动，移动探头时不得损坏探头的任何部件，轻拿轻放，认真维护。 三、安全监测装置设置 附监控系统图（附图5-3）

迎头传感器报警点：≥1.2%、断电点：≥1.3%、 复电点：＜1.2%，盲回传感器报警点：≥0.7%，断电点：≥0.8%，复电点：＜0.7%

符号 1 2 名称 设置位置 距茬岩5m以内 距通风横贯10——15m盲回风流 风机开关电缆负荷处 报警浓度 断电浓度 复电浓度 控制范围 ≥1.0% ≥0.7% ≥1.2% ≥0.8% ＜1.2% 盲巷内全部＜0.8% 非本质安全性电气设备 T1 迎头探头 T2 盲回探头 风机开停传感器 馈电开停传感器 监测分站 3 K 4 5 D F 动力开关电缆负荷处 局扇安装处 第六节 供电系统

一、供电设计

1、局扇电压等级选择、供电方式、

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电压等级为660V，专供电源由配电室专供变压器通过KJZ—200开关、MY3＋1³50电缆供给局部扇风机，备用风机电源由掘进工作面KJZ—200馈电开关供给。

局部风机可通过掘进工作面的两台KJZ—200型动力开关实现风电闭锁。

2、动力电源由移动配电点经KBSGZY—R—630 10/0.69变压器供给。

3、防爆设备选型、计算电力负荷

防爆电气设备选型、电力负荷见供电系统图（附图5—4）

第七节 排水系统

一、水泵规格型号：

工作面探放水时需较多的水，工作面遇有导水断层，导水岩层可造成工作面积水，故工作面可设置移动方便的排水设备。

本工作面设置排水泵型号为：BQS15—30—4，排水管路使用DN100钢管（钢管距工作面20—30m），由工作面铺设至井底水仓，工作面准备30m同直径的软管，方便水泵移动。

二、水泵位置：

工作面无水时可将水泵放置巷道的一侧掩盖好，工作面炮掘时防止飞落矸石将水泵打坏。

三、管路连接

随工作面延伸，DN100型排水钢管随之延伸，排水管路距工作面

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最大距离不超过30m。

防：防止地表水流入或渗入井筒内；在井口周围掘砌环形水沟；井口段永久支护不得漏水；严格控制分水器及水管漏水。

截：当涌水是沿顶板或两帮流出进，应斜井底板每隔60m挖一道横向水沟，将水引入纵向水沟中，然后再导至设在井筒涌水点以下的临时水仓内，由卧泵排出地面，从而尽量减少流入工作面的水量。 排：当工作面涌水小于5m3/h时，将工作面积水采用风泵直接排入箕斗中随矸石一起排至地面；当涌水较大时，利用卧泵直接或通过中间排水机具将工作面各水排出井外。施工时，根据情况在避人硐内设置一容量为4m3的水窝，工作面积水排至最近的避人硐水窝内，然后逐段向上排水。

堵：当工作面涌水大于10m3/h时，不采取强排办法，而采取工作面注浆封堵含水层措施进行堵水，注浆措施另提。

第八节 运输系统

一、工作面装载

工作面掘进时，采用P--60B耙装机将矸石装入DSG800/20S³40型皮带运输机中。

二、运输方式

煤、矸运输：工作面煤、矸通过工作面掘进机（耙岩机）转载至轨道暗斜井井底车场DSG800/20S³40型皮带输送机，经集中轨道大巷（Ⅱ）DSG800/20S³40型皮带输送机、集中轨道巷DSG800/20S³

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40型皮带输送机、技措巷DSG800/20S³40型皮带输送机、主斜井ZXJ-80/75/150型皮带输送机至地面，通过地面皮带转运至储煤场。

材料运输：副斜井→井底车场→集中轨道巷→集中轨道巷Ⅱ→轨道暗斜井井底车场。

运输系统示意图（附图5-6） 设备布置图 （附图5-7）

第九节 照明、 通迅、信号

一、通讯

集中轨道运输巷皮带机头安设一部电话，通过拨打矿用四位号码，直接与调度室、各硐室及井下所有工作面、地面项目部联系。 二、信号 掘进工作面运输信号装置采用煤矿用语音声光信号装置。车场摘挂钩点必须分别安设与绞车联系的往返声光信号。

绞车岗位工不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备正常运行。

输送机信号规定：一停，二开，三倒，乱点为事故点。 绞车信号规定：一停，二上拉，三下放，四慢拉，五慢放，乱点为事故点。 三、照明 照明采用ZXZ－4－Ⅱ型照明信号综合保护装置为电源。照明灯采用防爆矿用灯。

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第六章 劳动组织及主要技术经济指标

第一节 劳动组织

轨道暗斜井井底车场施工实行“三八制”，具体人员配备见附表：

劳动组织表 6-1-1

工种 队长 班长 打眼工 掘进工 喷浆机司机 耙装机司机 电钳工 运料、推车工 合计 一班 1 1 2 3 1 1 1 6 16 二班 1 1 2 3 1 1 1 6 16

三班 1 1 2 3 1 1 1 6 16 合计 3 3 6 6 3 3 3 18 48 第二节 正规循环作业

一、合理安排各道工序，努力实现正规循环作业。16小时一个正规循环，循环进尺1.8m，正规循环率90%。

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二、循环作业图表见附表

附图6-2-1

轨道暗斜井井底车场循环作业图表

程序 时间 1 施工准备 打眼 装药连线放炮 敲帮问顶 耙矸 临时支护 锚网支护 2 3 4 5 6 7

8 9 10 11 12 13 14 15 16 40

第三节 主要技术经济指标

项 目 掘 进 断 面 循 环 进 度 日 进 度 日 循 环 数 月 进 度 在 册 人 数 日 出 勤 定 员 出 勤 率 锚 杆 密 度 锚 固 剂 铁 托 板 水 泥 消 耗 砂 子 消 耗 石 子 消 耗 速 凝 剂 消 耗 钢 筋 网 消 耗 菱形金属网消耗 电 缆 钩 风、水管钩 备 注 单 位 m2 m m 个 m 人 人 % 根/米 卷/米 块/米 t/m m3/m m3/m t/m 张/米 张/米 个/米 个/米 每月按照25天计算 主斜井 17.46 1.8 2.7 1.5 67.5 48 37 85 13.3 13.3 13.3 1.2 1.6 1.6 0.05 3.33 0.6 1 0.2

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第七章 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）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、施工前，地测部门必须标定好中、腰线，施工单位严格按线施工。

3、施工前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。

4、严格执行现场交制度，交清现场情况，特别是安全隐患，并做好对交待事项的记录，做到面对面、手交手、你不来，我不走。

5、严格执行先检查后工作制度，所有工作人员进入工作面工作前，首先对行人路线和工作地点的安全情况进行检查，发现问题及时处理后，方可工作。

6、严格执行敲帮问顶制度，每班次必须经常安排专人对行人路线的顶帮进行敲排，确保及时排除悬矸活石。

7、严禁空顶作业。

8、耙岩机司机、电钳工等特殊工种必须持证上岗。

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第二节 “一通三防”管理

一、通风管理：

（一）局部通风机全负压供风量要大于额定吸风量，保证局部

通风机不发生循环风，局部通风机必须严格实现“三专两闭锁”制度，局部通风机必须实现“双风机双电源”制度。

（二）局部通风机安设处的进风量不小于局部通风机的吸风量，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器；风机必需吊挂或置于专用的局部通风机架上，并且距底板的高度不小于0.5m。两台局部通风机必须错开一定距离，且严紧安设在一条直线上。局部通风机吸风口附近10m范围严禁堆放杂物。

（三）全岩掘进时，风筒出风口距掌头不超过15m。煤巷掘进时，风筒出风口距掌头不超过5m。风筒要求吊挂平直，逢环必挂，不得出现死弯和破口（末端20m除外），并保证迎头不落地，风筒连接采用反边接法。

（四）局部通风机不得随意开停，若遇突然停风，人员必须立即撤出井口，检查停风原因并及时汇报处理故障。只有恢复正常通风排除了工作面瓦斯，经瓦检工检查瓦斯浓度低于0.8%时，方可恢复正常工作。

（五）必须严格按有关规定设置瓦斯监测传感器，如遇瓦斯超限，能够及时切断电源，确保施工安全。

（六）加强通风瓦斯管理，非通风人员不得擅自乱动通风设施。

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（七）临时停工地点不得停风，否则必需切断电源、设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内，并向矿调度汇报。停风区内瓦斯浓度达到3%或二氧化碳浓度达到1.5%、其他有毒有害气体浓度超过规定不能立即处理时，通风部必需在24小时内封闭完毕。

（八）工作面必须保证正常通风，任何人不得随意停开局部通风机。不得损坏通风设施，严禁绑扎、私拆风筒。

（九）冒顶高度超过1m，构顶前要有瓦斯检查员，检查冒顶处的瓦斯浓度，当瓦斯浓度在1.5%以下时，施工人员方可构顶，否则应接临时风筒排除瓦斯。

（十）局部通风机送电通风前，必须检查局部通风机及其开关附近20m范围内的巷道风流中瓦斯浓度，都不超过0.8%时方可送电通风，局部通风机送电必须由专人负责。

（十一）掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，将人员撤至新鲜风流通过的安全地点，切断电源进行处理。

（十二）挖装机开关附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源进行处理。

（十三）掘进工作面及其回风巷道内体积大于0.5m³的空间，积聚的瓦斯浓度达到2%时，其附近20m范围内必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。

（十四）排放瓦斯严禁“一风吹”，排放瓦斯时必须严格执行“停电、撤人、控制浓度”及“排放瓦斯三联锁”制度。

（十五）必须加强通风瓦斯管理，以防掘进头积聚瓦斯。风筒出

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风口距离迎头煤巷不大于5m,半煤岩10m，岩巷15m，瓦斯检测牌板距离迎头不得超过30m。 二、防尘管理:

（一）掘进工作面严格执行湿式凿岩，放炮必须使用水炮泥，放炮后喷雾洒水，耙矸装岩时洒水降尘。

（二）供水管路沿线每隔50m安装一个三通阀门，用于巷道洒水。 （三）施工队组要指定专人负责综合防尘，定期用水冲洗巷壁，对巷道内的浮煤、浮矸定期清理，并定期洒水，保持巷道底板湿度，防止尘土飞扬。职工在工作中要佩戴防尘口罩。

（四）改进喷射工艺和操作方法，使用先进喷射机具，降低喷射砼时的粉尘。 三、防火管理:

（一）电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用矸石、砂子或岩粉进行直接灭火，严禁使用水管灭火。

（二）因机械摩擦、油脂等引发的火灾，要就近使用砂石或水管用水灭火。

（三）要控制风流,防止火势蔓延。

第三节 顶板管理

一、施工期间当班队干、工长对顶板管理负全面责任，要求每班有队干或工长现场把关，搞好现场顶板管理。

二、测量部门要及时对顶板进行探测，了解顶板岩性情况，为支

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护参数的选择提供依据。

三、严格执行敲帮问顶制度，及时处理顶帮危岩活矸。加强临时支护管理，严禁空顶、空帮作业。

四、严格执行交检查验收制度，认真检查上一班锚杆、锚索的质量，发现问题立即处理，处理好后方可正常施工。

五、放炮后处理顶板时要一人监护一人进行作业，实行技术配套，站在可靠、完好支护下首先清理畅通脚下应急退路，然后使用足够长的长柄工具，由外向里，由顶到帮处理活矸危石。

六、顶板活矸危石处理干净后，及时用临时支护维护顶板，严禁空顶作业。

七、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够，锚杆失效，必须及时补打。喷砼厚度不够，必须复喷到规定要求。

八、遇有劈口时，除按规定间、排距布置锚杆外，劈口周围必须补打锚杆、锚索。

九、斜巷处理顶板时，下山巷道施工地点以里，独头巷施工地点以里，这些地点不准有人，并设专人在安全地点放好警戒，禁止人员进入。

十、顶板破碎且压力大时采取分装、分放放小炮的方法进行。 十一、为了预防掘进过程中发生突发性的顶板事故，巷道内必须储备以下防冒顶材料：3架工字钢棚（600mm拉杆、卡兰、水泥背板等）；6根Φ200³4000mm的优质圆木、10根3.15米内注式单体液压支柱。

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十二、遇断层、无炭柱等地质构造时及贯通过巷施工时，另报单项措施。

十三、丁字口、十字口、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施 1、进行顶板岩性探测，根据顶板岩性探测结果确定锚索支护长度，然后采取增加支护的方式增加支护强度。

2、增加支护强度方式为锚索、工字钢支护。工字钢（11#），距端头0.55m处打孔，采用锚索、托板吊挂工字钢的方式增加支护强度。工字钢数量3根，锚索间距1.6m。工字钢距岩壁0.4m。

3、开口处掘进5.0m范围内，不准全断面一次放炮，应采取分打、分装、分放的原则，最大限度增加围岩自撑力。

4、巷道贯通前应先在贯通点加强支护，巷道贯通点支护与开口处支护形式一致，如达不到开口处支护要求，应按照开口处要求进行补打锚杆、锚索。

5、巷道贯通前，必须制定贯通措施，按照巷道贯通措施执行，放炮后及时支护临时支护、锚网支护，并及时喷射砼封闭围岩。

第四节 爆破管理

一、井下放炮措施

（一）放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制度”及放炮停电、撤人、放警戒制度。

一炮三检：装药前、放炮前、放炮后检查瓦斯浓度，只有在瓦斯低于0.8％时，方可施工作业。

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放炮三人联锁：

（1）放炮前放炮员持警戒牌、生产班组长（安全员）持放炮命令牌、瓦检员持放炮牌。

（2）放炮前，经检查一切无问题后，放炮员最后一个撤离，把警戒牌交给班组长。班组长派人去各个通道按规定距离设好警戒，停电、撤人等一切工序无误后，班组长（安全员）将放炮命令牌交给瓦检员。瓦检员检查各地点瓦斯含量、瓦斯无异常时，将放炮牌交给放炮员，表示允许放炮。

此时，放炮员持放炮牌、班组长（安全员）持警戒牌、瓦检员持放炮命令牌。

（二）放炮前，要切断独头巷道内所有电器设备的电源。 （三）装药时应注意以下事项：． 1、装药前，必须将炮眼内煤粉掏净。

2、装药时，炮眼孔应保持干燥，炮眼孔有水时应采用防水炸药。 3、封堵炮泥不可加压太重，以免药卷密度增大，影响起爆。 4、严禁装盖药或垫药。

（四）爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧；如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。

（五）严禁放糊炮、明炮和利用残眼加深炮眼装药放炮。 （六）放炮30min后且炮烟吹散后班组长（安全员）、放炮员、瓦检员同时进入工作面检查通风瓦斯、顶板、有无瞎炮等异常情况，

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无问题后交换牌方可恢复生产。

（七）掘进工作面必须有洒水消尘设备，并严格执行放炮前后20m范围内洒水消尘制度，无水炮泥，不准装药放炮。

（八）严格执行放炮停电撤人，设警戒制度。

（九）放炮时撤人距离（直线）：煤巷掘进不得小于75m；岩巷、半煤岩巷掘进不得小于150m，并有躲避硐或者放炮掩体。爆破警戒位置是随巷道向前掘进而变化的，但是必须符合放炮警戒规定。

（十）放炮母线要由放炮员亲自连接，放炮前应检查全部线路有无断线、短路、接地，检查确认无问题后方可放炮，如出现哑炮，应取下钥匙将放炮母线扭结成短路，由放炮员沿原路检查线路，查找原因，其他人员不准检查，更不得进入警戒区内。

（十一）炮眼深度小于0.6m，不得装药放炮，如遇起底、刷帮、挑顶时，必须采取以下安全措施：

1、浅眼每眼装药量不得超过100g，眼数不超过10个。 2、炮眼要用土炮泥封满填实。

3、 放炮前要在放炮点20m范围内洒水，并检查瓦斯浓度小于0.8%时，方可放炮。

4、维护好放炮地点20m范围内的风筒、电缆及各种设施。 （十二）炮眼深度为0.6～1m 时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2；炮眼深度超过1m 时，封泥长度不得小于0.5m；炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m； （十三）处理拒爆时，执行如下措施：

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1、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

2、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

3、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；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落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

5、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

第五节 防治水管理

根据本工作面地质资料，本工作面涌水量不大，基本不影响生产。为了安全起见，特制定如下措施：

一、严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。

二、探水期间，若钻孔有水流出，不准将钻杆拔出，用木楔将钻杆与探眼背紧，停止工作，撤出工作人员，立即汇报矿总调度室。

三、探水期间及掘进时，发现探眼中有水渗出、煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋头水加大、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等透水预兆时，必须立即停止工作采取措施，撤出工作面所有人员，并及时汇报矿总调度室。

四、其他未提之处，严格按照轨道暗斜井井底车场探放水措施执

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行。

第六节 机电管理

一、电气设备管理

（一）非专职电气维护人员不得擅自操作电气设备，操作人员必须熟悉设备性能、结构和工作原理、安全保护装置、运转、操作和维修等有关规定，并严格遵守操作规程。

（二）严禁带电检修或搬迁电气设备，检修或搬迁前必须切断电源，必须检查巷道风流中瓦斯浓度，不超过0.8%时方可验电放电，并用完好的同电压相匹配的验电笔检验。电气设备搬迁移动后，必须开盖检查内部，确认无问题后方可送电。

（三）所有开关手把在断电后都应闭锁，并挂有“有人在工作，不准送电”的警示牌，严格执行“谁停电、谁送电”的规定。 （四）严禁在停风或瓦斯超限的巷道内处理机电设备故障。 （五）电缆要用电缆钩悬挂，电缆钩间距不超过1m。电缆悬挂要平直。

（六）必须严格按照整定牌调整各级馈电开关整定刻度，过电流保护必须完好有效。

（七）电气设备必须安装接地保护，坚持使用漏电保护，漏电保护及各类联锁必须班班试验，发现问题及时处理。电气设备接地合格可靠，接地系统的接地电阻不得大于2Ω，符合《煤矿安全规程》要求。电气设备各类保护试验合格后,方可送电。严禁甩掉各类保护。

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（八）电气设备要班班检查维护，做到实现“三无”杜绝“失爆”。 （九）电气设备安装要按供电图施工，五小电气牌板化，开关要上架，信号要声光兼备。

二、耙岩机、喷浆机移动

耙岩机、喷浆机移动时采取绞车吊、放的方式进行移动。设备移动前，应铺好轨道，清理轨道两侧杂物，撤出人员，定好设置地点，设备移动到位后，绞车刹车，司机不准离岗，作业人员按照预先准备好的材料、工具固定好设备。设备操作可按照操作规程执行。

三、动力、照明、信号、通信电缆的敷设、吊挂、管理等技术措施

1、水平或倾斜巷道中悬挂的电缆应有适当的驰度，在承受意外重力时能自由坠落。其悬挂高度应使电缆在有矿车掉道时不至于受撞击，在电缆坠落时，不至于落在轨道上。

2、电缆悬挂点的间距：在水平巷道或倾斜井巷内不得超过3m。 3、电缆不应悬挂在压风管或水管上，不得受到淋水。在电缆上严禁悬挂任何物件。如果电缆同压风管、供水管在巷道同侧敷设时，必须设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。巷道内的通信和信号电缆，应同电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限，在巷道内，应敷设在距电力电缆的上方0.1m以上的地方。

4、高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高低压电缆相互的间距应大于0.1m。高压电缆之间和低压电缆之间的距离不得小于50mm。电缆的首端、末端和分支处应设标志牌。

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5、井下巷道内的电缆，沿线每隔一定距离、拐弯或分支点以及连接不同直径电缆的接线盒两端、穿电缆的墙壁两边都应设置注有编号、用途、电压和截面的标志牌。

6、接线盒不得受到淋水，分放在巷道两侧 四 、机电安全技术措施 1、甲烷风电闭锁与甲烷电闭锁

1）工作面供风的局部通风机供风后，其工作面的瓦斯浓度在《煤矿安全规程》的规定范围内，才可人工为该工作面动力电源线路送电，避免停风或瓦斯超限工作面在送电后产生火花，造成瓦斯燃烧或爆炸。

2）为保证局部通风机正常运转，局部通风机采取三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；或采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应由专人检查一次，保证局部通风机可靠运转。

2、严格执行煤矿三大保护规定（过流保护、漏电保护、保护接地），杜绝甩掉保护设备不用，确保保护设备灵敏可靠。

3、严格执行工作票制度，工作许可制度、工作监护制度，工作间断、转移和终结制度以及停电、验电、放点、装设接地线、设置栅栏、挂标识牌等。

4、非专职人员或非电气值班人员不得擅自操作电气设备。 5、操作高压电气设备主回路时，操作人员必须带绝缘手套，并穿绝缘靴或站在绝缘台上。

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6、手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。

7、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线

检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在巷道风流中瓦斯浓度低于1.0％时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行搬迁。控制设备内部安有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送点，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送点”字样的警示牌，只有执行这项工作的人才有权取下此牌送电。

8、严格执行井下用电十不准 9、井下电气设备必须做到

1）三无：无“鸡爪子”，无“羊尾巴”，无“明接头” 2）四有：有过电流和漏电保护保护装置，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置。

3）两齐：电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐 4）三全：防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全

5）三坚持：坚持使用捡漏继电器，坚持使用照明和信号综合保护装置，坚持使用甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置。

10、为了保证安全供电，防止人身触电，电气设备在进行抢修、搬迁等作业时，必须遵守停电、验电、放点、装设接地线、设置遮拦和悬挂标识牌等规定程序，严禁带电作业。要严格执行“二票三监制”，即工作票、操作票制度，工作许可制度、工作监护制度，工作间断、

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转移和终结制度。

第七节 运输

一、小绞车运输

1、使用小绞车运输时，必须使用往返声光信号，而且要保证声光齐全。绞车各部件、钩头、绳卡、及倒拉绞车的变向轮、地锚、钢丝绳等发现问题要及时处理，否则严禁使用。

2、严禁超挂车辆、放飞车、猛刹车和听不清信号乱开车。 3、运输过程中，拉不动严禁强行牵引，若发生落道时，应人工处理上道并及时挂好车尾巴，打好掩木，严禁用绞车强行牵引上道。

4、加强运输管理，斜巷中严格执行“行人不行车，行车不行人，行车必须撤人放警戒”规定。

5、开车时，严禁用脚蹬绳、蹬变向轮或用手拨绳。

6、挡车器、阻车器必须处于常闭状态，只有车辆正常通过时方可打开。

7、绞车信号采用声光信号，规定为“一停、二拉、三松绳”。 8、斜巷运输必须根据斜坡长度、坡度，绞车提升能力，钢丝绳规格等校核所提矿车数量，严格按规定执行，严禁超挂车辆。各部绞车的上、下车场必须挂牌板并注明车型、绳径、挂车数、坡度等主要参数。

二、皮带煤溜运输：

1、司机必须经过专业培训，考试合格，并取得操作合格证后，

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方可持证上岗。

2、严格执行《巷道掘进操作规程》中有关规定。

3、皮带煤溜机头、机尾必须打好地锚，地锚使用Φ20³2000mm的锚杆，药卷使用K2380树脂药卷，垫片使用150³150³10mm 的蝶形锚杆托板，并且垫两片，要求锚杆锚固力不小于70KN，螺母扭力矩不小于150N.m。

4、坚守工作岗位，注意力集中，随时停机处理溜中拉出的杂物、大块矸石和大于300mm的大块炭。

5、信号必须齐全、灵敏、可靠、无信号或信号不清严禁开机。信号规定“一声停、二声开”。

6、严禁蹬踩运行中的煤溜皮带，严禁用皮带煤溜运送材料。 7、处理故障、检修时，必须停机锁开关。 8、严禁在皮带煤溜两帮堆放任何材料。

9、跨越皮带煤溜之处必须设行人过桥，行人必须走过桥通过。 10、皮带煤溜开关、信号、操作按钮必须设置在距煤溜机头、机尾3米以外，不得正对机头、机尾，不得设在煤溜与巷帮之间，操作人员要在上述位置正规操作。

11、倾斜井巷中使用的带式输送机，上运时，必须同时装设防逆转装置和制动装置：下运时，必须装制动装置。 三、使用手拉葫芦起吊安全技术措施：

1、使用的手拉葫芦必须保证是正规厂家的合格产品，并有产品合格证。

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2、使用前仔细检查吊钩、链条、轮轴、链盘等部件是否完好，起重链根部销子是否合乎要求，传动部分是否灵活，起重链是否错扭，自锁是否有效，各部件是否有裂纹、变形、严重磨损等。

3、使用时，倒松链条挂好起吊物件，慢慢拉动牵引链条，待起重链条受力后，再检查齿轮咬合情况以及自锁装置的工作状态，确认无误后方可继续作业。

4、手拉葫芦在任何方向作用时，手拉链的方向应与链轮的方向一致，拉链条时作用力要均匀，不得突然猛拉，以防跳链、掉槽、卡链现象发生。

5、使用中起重量不得超过其额定起重量。

6、严禁超负荷使用手拉葫芦。操作中应根据手拉葫芦起重能力大小决定拉链人数，一般起重能力在5t以下的允许一人拉链，5t以上的允许两人拉链，拉不动时要查明原因，以防物体卡阻或机件失灵发生事故。

7、起吊物如需要在空中停留一段时间，应将手拉链牢固地拴在起重链上保险，并要在悬吊物下及时进行牢靠支垫，以防自锁失灵。

8、手拉葫芦不得用于高处寄放重物或设备。 9、链条磨损达15﹪以上严禁使用。

10、切勿将润滑油渗入摩擦卡内，以防自锁失灵。 11、起吊点的选择：

起吊点不允许选择在用于顶板正式支护的锚索锚杆上，必须在合适的位置重新支打锚索锚杆，并且锚索的承拉力不小于12吨，锚杆

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的承拉力不小于7吨，在此条件下锚索允许起吊重量不大于8吨，锚杆允许起吊重量不大于5吨。

12、使用时如发生卡链现象，应将起吊重物支垫好后，方可处理。

13、手拉葫芦使用时严禁使用起重链直接绑扎起吊物及双链拆成单链使用，起吊时必须利用钩头挂住重物上的起重环起吊。

14、对于没有起重环的重物，可以先利用钢丝绳把重物捆绑牢固后再利用钩头挂住钢丝绳进行起吊。

25、人员背手拉葫芦在井下各作业地点行走，必须将手拉葫芦的链条捆绑打结牢靠并确保离开地面，严禁拖着链条行走。

第八章 其 他

一、煤质管理:

（一）施工中煤矸要严格实行分装分运。矸石含量小于40%时，可以进入煤场。大于40%时实行分装分运。

（二）装车过程中大块矸石或其它杂物应及时清理干净，严禁混杂在煤车中。

（三）加强机械设备或管路的管理，避免跑、冒、滴、露现象发生。

二、工程质量标准化

（一）工程质量必须严格执行《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》有关规定，并严格考核，定期进行验收。

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（二）从基础工作抓起，严格执行好各道工序的自检、互检、交检查和专检制度，使质量标准化工作能够经常、持久地开展下去。 （三）巷道要保持清洁整齐，工业卫生良好，材料堆放整齐，无浮煤、无积水等现象。

（四）小班由记录员检查记录当班施工质量情况，大班设专人抽检并记录原始数据，保证锚杆、锚索、喷砼满足施工质量要求标准。

三、特殊情况下技术安全措施: （一）发生冒顶：

1、施工中若遇大面积冒顶，要立即停止工作，撤出人员到安全地点，及时汇报。

2、待顶板稳定后，当班负责人和瓦检工一同进入工作面站在完好支护下检查冒落情况及瓦斯情况，瓦斯浓度大于1.8%时，要先组织排放瓦斯。

3、经检查瓦斯浓度小于0.8%时，方可由两名有经验的工人实行技术配套处理顶板。冒高超过1m时，敲帮问顶后构顶前必须首先有瓦检工检查冒高处瓦斯浓度小于0.8%时方可作业。

4、冒顶后原临时支护高度不够时要采用穿鞋戴帽木柱（Φ200mm优质圆木）做为临时支护，支设木柱不少于3根，柱距不大于1.1m，主要卡紧背牢。处理顶板，用插梁、半圆木板梁、木背板构顶维护。

5、施工中要有专人监护顶板的变化情况，专人指挥维护，施工人员必须听从命令，相互配合。

6、处理过程中，瓦检工要随时检查瓦斯情况，有问题要立即停

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工撤人查明原因进行处理。

四、行走路线注意事项

1、入井人员必须按规定领取矿灯、自救器及其它仪器，衣着整齐，带好安全帽，入井人员必须严格遵守副斜井口各项有关入井管理制度，接受检身工出入井检身。

2、入井人员在绞车运输巷道行走，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，严禁在道心行走。

3、入井人员在胶带输送机运输巷道行走，必须按规定在人行道行走，跨越胶带输送机必须走行人过桥。

第九章 灾害应急措施及避灾路线

一、特殊情况下的防范措施

（一）所有下井人员应熟悉施工现场的避灾路线，工作面一旦有灾情，现场人员要采取相应措施，防止事故扩大并及时汇报调度，听从指挥，迅速撤至安全地点并清点人数。

（二）所有入井人员必须携带自救器，并会正确使用。

（三）巷道一旦发生冒顶出路被堵，未堵人员要及时向调度汇报，包括冒顶范围、被堵人数和位置，并积极抢救被困人员；被困人员要立即维护顶板、控制流矸，同时要敲击水管或按语音信号发出求救信号。

（四）遇有瓦斯、岩尘爆炸事故时，人员不准乱跑，必须立即佩

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戴自救器，由跟班队干带领，一律向新鲜风流方向撤离，并及时汇报调度室，听从救灾指令、服从领导指挥。

（五）遇有火灾事故时，要立即切断施工巷道内的一切设备电源，并且立即汇报调度室，听从指挥，组织人员迅速灭火，若火势较大，难以控制和扑灭时，应迅速戴好自救器，沿避灾路线撤离。 （六）工作面有透水预兆或遇水灾事故时，要立即组织人员尽快向巷道高处撤离，然后想办法撤出事故地点，及时汇报调度室。 （1）水灾应急处理办法为：

工作面或其他地点发现有透水预兆时，必须发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员；当发生透水事故时，最先发现透水的现场工作人员首先要及时通知现场跟班队干和工长，跟班队长及时汇报矿调度室及当日值班长，并迅速组织撤离及抢救。用打木垛或用密集柱堵住出水点，防止事故继续扩大；水势猛来不及进行加固时，人员应向采区巷道的高处撤离，并清点好人数后安全升井。 （2）透水后现场人员撤退时应注意事项：

①透水后，应在可能的情况下迅速观察和判断透水的地点、水源、涌水量、发生原因、程度等情况，根据灾害预防和处理计划中规定的撤退路线，迅速向采区巷道高处撤退。

②现场人员应以最快的方式，通知周围所有的工作人员撤离。行进中应靠近巷道一侧，抓牢锚索或固定物体，尽量避开压力水和泄水流，并注意防止被水中流动的矸石和木料撞上。 （3）透水后被围困时的避灾自救措施：

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①当现场人员被涌水围困无法退出时，应迅速选择合适地点快速建筑临时避难硐室避灾。迫不得已时，可爬上巷道中高冒空间待救。进入硐室前，应在硐室外留设明显的标志。

②在避灾期间，遇险矿工要有良好的精神心理状态，情绪安定、自信乐观、意志坚强。要做好成时间避灾的准备，除轮流担任岗哨观察水情的人员外，其余人员均应静卧，以减少体力和空气消耗。

③避灾时，应用敲击的方法有规律、不间断地发出呼救信号，向营救人员指示躲避处的位置。

④被困期间断绝食物后，即使在饥饿难忍的情况下，也应努力克制自己，绝不嚼食杂物充饥，需要饮用井下水时，应选择适宜的水源，并用纱布或衣服过滤。

⑤长时间被困井下，发觉救护人员来时，避灾人员不可过度兴奋和慌乱，以防发生意外。

二、避灾路线：

（一）遇火灾、瓦斯、煤尘事故避灾路线：

工作面→集中轨道大巷Ⅱ→集中轨道运输巷→副井底车场→副斜井→地面

或工作面→集中轨道大巷Ⅱ→集中轨道运输巷→主斜井→地面。 （二）遇水灾、顶板事故避灾路线：

工作面→集中轨大道巷Ⅱ→集中轨道运输巷→副井底车场→副斜井→地面

或工作面→集中轨大道巷Ⅱ→集中轨道运输巷→总回风巷→回

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风井→地面

避灾线路图(附9-1)

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