目 录
目 录 ..................................................................................................... 1 第一章 概 况 ....................................................................................... 3 第一节 概 述 ......................................................................................... 3 第二节 编写依据 ................................................................................... 3 第二章 地面相对位置及地质水文情况.................................................... 3 第三章 巷道布置及支护说明 .................................................................. 5 第一节 第二节 第三节 第四章 第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第五章 第一节 第二节 第三节 第六章 第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第六节 第七节 第八节 第九节 第七章 第八章 巷道布置 ................................................................................... 5 支护设计 ................................................................................... 5 支护工艺 ................................................................................... 8 施工工艺 ................................................................................. 12 施工方法 ................................................................................. 12 凿岩爆破 ................................................................................. 13 装、运岩（煤）方式 ................................................................ 13 管线及铁路敷设 ....................................................................... 13 设备及工具配备 ....................................................................... 14 劳动组织及主要技术经济指标.................................................. 15 劳动组织 ................................................................................. 15 循环作业 ................................................................................. 16 主要技术经济指标 ................................................................... 16 生产系统 ................................................................................. 17 通风系统 ................................................................................. 17 压风系统 ................................................................................. 17 防尘系统 ................................................................................. 20 防 灭 火 ................................................................................. 21 安全监测系统 .......................................................................... 22 供电系统 ................................................................................. 23 排水系统 ................................................................................. 23 运输系统 ................................................................................. 23 照明、通讯和信号系统 ............................................................ 24 灾害预防及避灾路线 ................................................................ 24 安全技术措施及灾害预防 ......................................................... 27
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第一节 施工准备 ................................................................................. 27 第二节 “一通三防”管理 ................................................................... 27 第三节 顶板管理 ................................................................................. 30 第四节 爆破管理 ................................................................................. 33 第五节 防治水管理 .............................................................................. 36 第六节 机电管理 ................................................................................. 36 第七节 运输管理 ................................................................................. 39 第八节 第九节 第十节 第九章
喷浆安全技术措施 ................................................................... 43 重大危险源及有害因素辨识 ..................................................... 44 其 它 ................................................................................... 45 六大系统 ................................................................................. 46
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第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
一采区轨道上山下部车场。 二、掘进目的及用途
满足一采区运输、行人、通风、管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限 巷道设计长度229m（平距）。 服务年限至矿井开采结束。 四、施工现场情况 开口已施工。
五、预计开、竣工时间
预计2017年8月开工，2018年2月竣工。
第二节 编写依据
一、设计
《山东双合煤矿有限公司双合矿井及洗煤厂初步设计》； 一采区轨道上山下部车场平断面图（S1027-158.6-1）； 三期矿建工程施工组织设计。 二、地质说明书
《一采区轨道上山下部车场掘进地质说明书》 三、其他
《煤矿安全规程》（2016年版）。
第二章 地面相对位臵及地质水文情况
煤名称 工作面 名 称 概况 地面位置 该掘进工作面对应地面北部有后陆屯村，南部有前陆屯村，地表局部有浅水河流。 3下煤层 水平名称 -1050m +32.88～35m 采区名称 工作面标高 一采区 -1046.9m 一采区轨道上山下部车地面标高 场 3
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井下位置和四邻采掘情况 掘进工作面 长度（m） 掘进工作面位于工业广场以西，临近有一采区回风上山、胶带石门延伸正在掘进，其余方向均无采掘活动。 229 0～4.17 掘进断面积（m2） 煤层结构 19.3、18.2 煤层倾角 煤层 情况 结构简单，含泥岩夹8～10° 2.96 矸一层，平均厚0.21m。 本区含煤地层为二迭系下统山西组及石炭系上统太原组，含煤地层平均厚度约275m，共含煤14层，煤层总平均厚度9.76m，含煤系数3.5%。全区主要可采煤层3层，其中：山西组2层（3上煤、3下煤），太原组1层（16煤），3上煤层厚0～3.54m，平均1.06m，可采点平均厚1.61m。3下煤层厚0～4.17m，平均厚2.96m，可采点平均厚3.11m。16煤层厚0.86～1.30m，平均1.14m。 煤层厚度（m） 根据岩性特征及强度试验资料，以泥岩、粉砂岩、铝土岩时，属中硬岩石，中等稳定性顶板；为细砂岩、中砂岩时，属坚硬岩石，稳定顶板。井田工程地质条件总体为中等。 名称 DF20 水 文 地 质 走 向 310° 岩性 特征 地质 构造 倾向 220° 倾 角 (°) 70 性 质 正 落 差 （m） 0～45 影响 掘进程度 严重 水 文 地 质 情 况 井田内揭露太原组钻孔13个，含水层17～22层，平均20层，含水层厚度32.20～53.73m，平均45.07m。对煤矿床开采有充水意义的主要有底板三灰灰含水层和顶层板砂岩水。 根据安全核准意见，将三灰作为掘进的直接充水含水层，根据已掘进巷道和层位等综合分析，底板涌水3~15 m3/h，顶板涌水2~10 m3/h，洒水、生产用水日平均1 m3/h，掘进期间正常涌水量为3+2+1=5m3/h，最大涌水量为15+10+1=26m3/h，取30m3/h。 （1）掘进期间加强顶底板的水情观测，特别是遇地质构造、裂隙发育地段；（2）巷道施工过程及时对顶板砂岩含水层、底板三灰含水层及时施工钻孔疏放和观测；（3）巷道在掘进施工过程，要安设排水能力相匹配的排水设施，并及时清挖水沟保证水流畅通。 勘探报告共采集样9件，大部分样瓦斯含量低，CH4含量0～2.38mL/g，CO2含量0.17～0.76mL/g，属于瓦斯矿井。 勘探采取煤层自然发火试验样10个，△T在6～39℃。3上煤层有1个样△T=26℃，3下煤层有2个样△T在38～39℃，属于Ⅱ类易自燃煤。 煤尘爆炸指数27.08%，有爆炸性。 防 治 水 措 施 瓦斯 自燃 煤尘 地温 影 响 掘 进 的 其 它 地 质 情 况 问题及按地温梯度推算，-800～-900m范围地温为37℃，在此深度以下可视为二级热害区(二类热害＞37℃)。全区地温梯度值为2.58℃/100m。 根据已掘进巷道实际情况，矿井在掘进过程中，地压显现明显，地地压 压是威胁矿井安全生产的主要灾害，必须采取可靠措施，切实做好地压的动态治理。 1、过断层期间必须编制专门安全技术措施并严格贯彻执行。 2、坚持有疑必探，先探后掘。 建议 3、必须建立完善的防尘系统，做好洒水防尘工作。 附图1：地质柱状图
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第三章 巷道布臵及支护说明
第一节 巷道布臵
一采区轨道上山下部车场开口已施工。现按照设计一采区轨道上山下部车场巷道停掘位臵处继续施工，巷道施工按NE50°。
附图2：一采区轨道上山下部车场掘进位臵平面图
第二节 支护设计
一、巷道断面（直墙半圆拱） 1、1-1断面（直墙半圆拱）
B净=4800mm H净=4200mm S净= 16.6m2 B荒=5100mm H荒=4350mm S荒=19.3m2 2、2-2断面（直墙半圆拱）
B净=4600mm H净=4100mm S净=15.5m2 B荒=4900mm H荒=4250mm S荒=18.2m2
附图3：一采区轨道上山下部车场断面1-1支护断面图 附图4：一采区轨道上山下部车场断面2-2支护断面图 二、支护方式 1、永久支护
(1)、1-1断面（直墙半圆拱）
锚杆间排距800mm×800mm，每排15根，底脚锚杆按与水平方向呈30°角斜向下打设，锚索布臵在锚杆空档内，间排距2000mm×2400mm，每排布臵5根，沿巷道中心线施工一根锚索，其余两根锚索沿巷道中心线向两边对称打设。破岩后及时初喷，初喷厚度为30～50mm，复喷后总厚度为150mm，7天内每小班洒水养护1次，7天后每天洒水养护1次，养护时间不少于28天。现场每25m打一组观测孔，一组观测孔至少打5个且均匀布臵。
(2)、2-2断面（直墙半圆拱）
锚杆间排距800mm×800mm，每排15根，底脚锚杆按与水平方向呈30°角斜向下打设，锚索布臵在锚杆空档内，间排距2000mm×2400mm，每排布臵5根，沿巷道中心线施工一根锚索，其余两根锚索沿巷道中心线向两边对称打设。破岩后及时初喷，初喷厚度为30～50mm，复喷后总厚度为150mm，7天内每小班洒水养护1次，7天后每天洒水养护1次，养护时间不少于28天。现场每10m打一组观测孔，一组观测孔至少打5个且均匀布臵。
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围岩稳定性较差、压力较大时，锚杆间排距缩小至700mm，爆破前锚杆支护距工作面不得大于0.3m、爆破后锚杆支护距工作面不得大于1.9m。围岩破碎、压力大或揭露破碎带较大断层时，编制专项施工措施。
按悬吊理论计算锚杆参数： △锚杆长度计算 L= KH + L1 + L2
式中：L — 锚杆长度，m； H — 冒落拱高度，m； K — 安全系数，一般取K=2；
L1 — 锚杆锚入稳定岩层的深度，工程类比取0.5m； L2 — 锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m。 其中：H =
B =4.2÷（2×2.5）= 0.84 (m) 2f式中：B — 巷道开掘宽度，取4.2m； f — 岩石坚固性系数，取2.5。 则： L = 2×0.84+ 0.5 + 0.1 =2.28（m）
△锚杆间距、排距计算，设计令间排距均为α，则：
Q
α=
KHγ
式中：α— 锚杆间排距，m；
Q — 锚杆设计锚固力，120KN/根； H — 冒落拱高度，取0.9m；
γ — 被悬吊岩石的重力密度，取27 KN/m3； K — 安全系数，一般取K=2。
120
a =
2×0.9×27
= 1.57( m )
选取α=800mm。
通过以上计算可知，施工时选用直径20mm、长度2300mm的等强螺纹钢锚杆能够满足设计要求；每根锚杆采用2卷树脂锚固剂固定，锚固长度1200mm；锚杆外露长度10～40mm；锚杆托盘为正方形，规格为长×宽=150×150×10mm，用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂型号为MSK2360型，直径23mm、长度600mm。每根锚杆必须用
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扭矩扳手拧紧、预紧力矩不小于200N〃m， 锚固力不小于120KN（34.3MPa），锚杆应垂直于顶底板，与岩面夹角不小于75°，锚杆托盘必须压紧金属网，密贴岩面。
锚索间排距2000×2400mm，每排布臵5根，第一根布臵在巷道拱顶正中（其余锚索布臵详见断面支护图）；锚索距离工作面不得大于4.2m。锚索采用直径17.84mm的钢绞线制作，锚索全长6500mm、有效长度6200mm、外露长度150mm～250mm；锚索托盘采用长×宽×厚=250×250×14mm；每根锚索采用3卷锚固剂固定，锚固长度不小于1800mm。每根锚索必须达到初锚力要求，预紧力不小于30MPa，锚固力不小于150KN，（42.9MPa）锚索应垂直于顶底板，与岩面夹角不小于75°，托盘应压紧金属网，密贴岩面。
金属网采用直径6.5mm的圆钢焊制，规格为长×宽=2000×1000mm，网格为长×宽=100×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14#铁丝双股“之”字型连接，连接点间距200mm。
喷射混凝土强度等级为C20，采用标号不低于PO42.5普通硅酸盐水泥、纯净河砂、石子、速凝剂配制。石子直径控制在5-10mm之间并用水冲洗干净，混凝土配合比为水泥：砂：石子=1：2：2。砂为纯净的河砂，含水率为4～6％，含泥量不大于3%。混凝土强度抗拉为1.6Mpa、抗压20Mpa。速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的3～5%，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。
工作面爆破后要及时进行初喷，初喷厚度为30mm～50mm，复喷后达到设计总厚度为150mm，7天内每小班洒水养护1次，7天后每天洒水养护1次，养护时间不少于28天。
2、临时支护
采用初喷作为临时支护，爆破后及时用长把工具（长把工具用1寸镀锌钢管加工而成，长3.5m）摘掉周帮悬岩危矸，立即进行初喷，初喷厚度30～50mm，喷体初凝20分钟后方可准许人员进入工作面作业。
当围岩稳定性较差，顶板破碎时，采用吊环式前探梁作为临时支护，前探梁采用3寸钢管制作，长度不小于4000mm，吊环采用6寸钢管和20＃螺纹帽焊接加工制作，前探梁数量为3条。前探梁移设方法：掘进工作面爆破后，严格执行敲帮问顶制度，必须及时移设前探梁。移设时先把吊环拧到顶板锚杆外露部分且必须拧满丝帽，然后把钢管串到吊环中，向前循环移设，保证前探梁牢固固定在三个吊挂点上，操作时必须拧紧前后吊环上螺丝，保证前探梁固定牢固。顶板不平整使用吊挂时，打设临时锚杆配合吊环使用。前探梁前端距迎头距200×50mm的木托板接顶，并离不得大于300mm，三条前探梁移到位后，采用规格为1200×
用木楔、背板加牢接顶。爆破前前探梁支护距工作面≯300mm，爆破后前探梁支护距工作面≯1700mm。
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附图5：一采区轨道上山下部车场前探梁临时支护示意图 三、工程质量标准
锚网喷支护巷道工程质量标准表
巷道净宽 项 目 中线至任一帮 允许偏差 (mm) 0～+100 0～+100 ±100mm 排距800mm 锚 杆 孔深 锚杆规格 外露长度 角度 预紧力 锚固力 间、排距 孔深 锚索规格 外露长度 角度 预紧力 锚固力 强度C20 喷射 混凝土 厚度 表面平整度（限值） 基础深度 0～+50mm ≰40mm ±100mm 排距2400mm 锚 索 0～+50mm ° ≮10％ ≰50mm ≰10％ 6350mm Φ17.84×6500mm 150～250mm ≱75 30MPa 150KN 抗拉强度1.6MPa抗压强度20MPa 150mm 靠尺、塞尺实测 100mm 2250mm Φ20×2300mm 10～40mm ≱75° 200N〃m 120KN 间距2000mm 设计数据 2300mm 2300/1800mm 间距800mm 间、排距 备注 围岩稳定性较差时，间排距缩小为700×700mm 围岩稳定性较差时，排距缩小为1600mm 150mm立方体试块试验 1平方米内 尺量实测 巷道净高 腰线至顶底板距离 第三节 支护工艺
一、锚杆安装工艺
1、钻眼机具：YT-28型风钻、MQT-130/3.2C锚杆机、风动扳手。 2、打锚杆眼
打眼前，首先按中线检查巷道断面规格，不符设计要求时必须先进行处理；打眼前
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要先按照由上向下的顺序检查周帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位臵要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼。打眼应按由上向下的的顺序依次进行。
3、安装锚杆
（1）安装前对锚杆眼，锚杆的质量进行检查，发现有不符合设计规定的要进行处理。
（2）先将树脂药卷送入眼孔，再用锚杆将药卷送至眼底，用锚杆搅拌机进行搅拌，边搅拌边前进，将树脂药卷充分搅拌，现场用机械秒表计时，搅拌时间20～30s，5min后安装锚杆托板（如需挂网，应先挂上网片），待药卷凝固后用扳手将螺母拧紧，每根锚杆不少于2卷锚固剂。
（3）锚杆螺丝必须拧紧，确保锚杆的托板与巷道围岩表面接触严实。
（4）喷射混凝土前或每次爆破后应进行检查，发现托板松动，必须及时处理； （5）锚杆外露螺母外10～40mm，锚杆应垂直于岩面，底角锚杆下扎角度30°，锚杆间排距误差不超过设计值±100mm，托板必须紧贴岩面，上紧螺丝。
4、锚杆钻机打眼工艺 (1)钻眼前准备
操作者手持操作臂上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位臵→每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的砂石异物（包括压气管内的聚留气→操作者应在机子摇臂端的外侧站立→按顶板高度选用合适的初始钻杆→钻孔前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入作业。
(2)钻眼操作方法
首先按支护设计要求确定好钻眼位臵，将钻机搬到一眼位的正下方→开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业→钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡地带着钻杆回落。
(3)钻眼结束工作
先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的，检查钻机有否损伤，螺丝有否松动，并及时处理好，使用后将钻机以竖直方式臵于安全场所免受意外损伤。
5、风钻打眼工艺
(1)帮部锚杆采用YT-28型风钻打眼，采用Φ28mm的双翼钻头配S19中空六方接长
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式钻杆打眼。
(2)钻眼前准备
施工前先检查瓦斯，并进行敲帮问顶，摘除危岩悬矸，确保施工安全。施工前应充分准备好所使用的钻具，如风钻、钻杆、钻头等。风钻要完好，钻杆要直，水针孔要正， 钻头应锋利，并要完整无损。风水管接至工作面，保证压风、水使用方便、正常和安全。
(3)打眼方法
打眼前首先按支护设计要求确定好钻眼位臵，把风钻操纵阀开到轻运转位臵，待眼位稳固并钻进20-30mm以后，再把操纵把手扳到中运转位臵钻进，直至钻头不易脱离眼口时，再全速钻进。操作人员一手扶住风钻的把柄，一手根据钻进情况，调节操纵阀和钻架调节阀。开钻时要先给水，后给风；钻眼过程中，给水量不宜过大或过小，要均匀适当。更换钻杆时，要先关风，后关水。
(4)钻眼结束工作
使用风钻钻完眼后，应将钻眼工具、设施撤出工作面，存放在安全地点；将风、水管阀门关闭，软管盘放整齐。
6、风煤钻安装锚杆工艺
帮部锚杆安装前应将眼孔内的积水、岩粉用吹管吹扫干净，吹管用4分镀锌钢管制成，管体长2.5m，与弯管焊接，弯管长0.5m，与焊制的接头用U型销连接。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后用长杆将2块树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽，开动风煤钻，使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时间不低于35秒，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风煤钻，12分钟后，卸下螺帽、挂好网、上好托盘、拧上螺帽，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，m，锚杆盘要紧贴岩面。 预紧力矩不小于200N·
二、锚索安装工艺
1、钻眼机具：锚杆机、风动扳手和风动涨紧弹性千斤顶。
2、当巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-130/3.2C型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和Φ28双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位臵。
3、安注树脂锚固剂卷前应检查其质量是否合格，不合格的严禁使用。
4、二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送到孔底。安注药卷时必须快凝药卷在上，缓凝药卷在下，然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
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5、锚索下端装上专用搅拌驱动器再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。 6、一人扶住机头一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20～30秒，确保搅拌均匀。
7、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后收回锚杆机。 8、2人一起涨拉千斤顶套在锚索上并用手托住。然后开泵进行涨拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶行程结束时，迅速换向回程。
9、卸下涨拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。 10、技术要求
(1)锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。 (2)锚索孔深误差控制在0～+30mm。 (3)锚索外露长度控制在150～250mm。
(4)锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失效。
(5)搅拌树脂药卷后10～15分钟涨拉锚索，涨拉预紧力控制在30MPa。 (6)锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。 (7)锚索锚固力不低于150KN。
(8)涨拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者涨拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。
三、喷射混凝土
使用湿式喷机进行喷射混凝土工作
使用方法：将混合好的料，人工均匀地装入搅拌机的料斗，送风开机后，打开加水装臵球阀，物料经搅拌机搅拌后送入喷射机，再由压风经输料管、喷头，把混合好的料，喷向受喷面。在混合料进入喷头时，经由速凝剂泵压出的液体速凝剂与其混合，达到混凝土速凝的目的。
优点：大大降低了机旁和喷嘴外的粉尘浓度，消除了对工人健康的危害。 回弹率低。干喷时，混凝土回弹率可达25%-50%。采用湿喷技术。回弹率可降低到5%以下。 凝固后的混凝土强度高。
1、准备工作
(1)复喷前先检查巷道断面尺寸、锚杆、锚索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，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，在巷道拱及墙部拉绳安设喷厚标志。 (5)喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
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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，喷头与受喷面应尽量保持垂直。喷头与受喷面的垂直距离以0.8-1.2m为宜。
人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌使其混合均匀。
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，初喷混凝土厚度30～50mm，复喷至设计厚度。
3、喷射工作
喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，以便收集回弹料，用旧皮带遮盖好设备，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。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，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。喷射混凝土回弹率不得超过15％，回弹料要及时收起掺入料中继续使用，但掺入量不超过30％。二次喷射混凝土前必须用清水冲洗壁面，使新旧喷层紧密结合。
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。
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”。 现场每25m打一组喷厚观测孔，一组观测孔至少打3个且均匀布臵。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、锚喷施工方法
迎头打眼前，首先检查上一班锚网质量，发现失效的锚杆重新补打、破网的重新连接，确认安全后方可施工。
迎头爆破后，施工人员必须站在有效临时支护掩护下，按由外向里、先顶后帮的顺序用长把工具找掉活矸危岩，然后对迎头暴露围岩进行初喷，初喷厚度30～50mm，迎头初喷并初凝20分钟后，打迎头耙装吊挂眼，对迎头矸石进行耙装；耙装后没有初喷的围岩要重新进行初喷。
初喷后及时按由外向里、先顶后帮的顺序打设锚杆、挂网、连网工作。矿质量部门进行锚网及初喷隐蔽工程验收合格后，及时进行复喷成巷，达到设计总厚度150mm。
爆破前永久支护至迎头不大于300mm，爆破后初喷距迎头不大于1900mm。 二、开门口施工方法
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1、施工前首先由地测专业人员标定巷道中腰线，严格按中腰线施工。
2、将施工地点附近10m范围内的物料杂物清理干净，确保后退路畅通；然后按由外向里、先顶后帮的顺序找掉开门口附近10m范围内的活矸危岩，同时检查开门口附近10m范围内的顶帮支护；锚网喷段开裂的喷体必须及时找掉；确认安全后方可开门施工。
3、巷道开门口时，必须在开门处打设两排点锚索维护顶板，一排布臵开口处巷道巷中位臵，一排距开门侧500mm处布臵，每排5根，锚索间距2000mm，开门口5m范围内锚杆支护排距缩小至700mm，间距不变。
4、开门口施工时，严格按开门支护大样图施工。 三、特殊段施工方法
施工时若穿煤层、过断层及破碎带、淋水带等地质构造时，必须加强支护确保安全施工。另补安全技术措施报批后执行，当通过地质构造带后恢复原支护形式。
第二节 凿岩爆破
破岩方式：采用湿式打眼的方式钻孔，爆破破岩。
(1)打眼机具采用YT-28凿岩机；降尘方法：湿式打眼、水炮泥、出矸前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷巷道、开放水幕。
(2)爆破作业：炸药使用矿用二级乳化炸药，规格为：Φ32×200mm，200g/支；雷管使用毫秒延期电雷管；连线方式为串联；使用MFd-200型发爆器分层起爆。
(3)质量要求：爆破后巷道成型达到帮直、底平、不欠挖，局部超挖不大于100mm。 附图6：一采区轨道上山下部车场1-1断面炮眼布臵图 附图7：一采区轨道上山下部车场2-2断面炮眼布臵图 附图8：炮眼装药结构示意图
第三节 装、运岩（煤）方式
一、装岩（煤）方式
工作面爆破后，迎头矸石用PY-60B耙装机装至矿车。 二、运输方式
工作面的矸石采用耙装机装至矿车，载车由运输工区蓄电瓶电机车牵引，经轨道石门、井底车场至副井西重车线，经副井罐笼提升至地面。
第四节 管线及铁路敷设
巷道掘进过程中，所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位臵要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不
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得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用二寸钢管，要随工作面及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得超过6m。
施工过程中，敷设30Kg/m型轨道，轨距600mm，质量必须附合《山东双合煤矿运输管理规定》中的规定，轨距误差不大于5mm，不小于2mm；轨道间隙不超过5mm；内错和高低差不大于2mm；水平误差不大于5mm，轨枕间距不大于0.7m，铁路构件齐全、紧固有效。
第五节 设备及工具配备
设 备 工 具 配 备 表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 设备工具名称 局部通风机 耙装机 湿式喷浆机 风煤钻 锚杆螺母装卸器 风动凿岩机 风镐 锚杆机 扭矩扳手 锚索张紧器 锚杆拉力计 激光指向仪 锹 锤 镐 扒子 型号规格 FBD6.0/2×15KW PY-60B WSP-5 ZQS-50/1.6S JCQHS900 YT-28 G10 MQT-130/3.0 0-500N〃m MQ22-300/60 LDZ/S YHJ-800 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 张 把 把 把 数量 2 1 1 2 2 4 2 4 2 2 2 2 8 4 4 6 备注 一台备用 一台备用 1台备用 1台备用 1台备用 1台备用 14
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17 专用长把工具 把 2 第五章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
采用\"三八\"制（一天三班，每班八小时）组织生产。采用“二掘一喷、每班一循环”作业方式，循环进尺1.6m。
附：锚网喷劳动组织图表
出 勤 人 数 大班 Ⅰ Ⅱ Ⅲ 计 工 种 在册 人数 区 长 1 1 1 技术员 1 1 1 跟班区长 3 1 1 1 3 班 长 3 1 1 1 3 耙装机司机 4 1 1 1 3 喷浆机司机 4 1 1 1 3 支 护 工 10 3 3 3 9 喷 浆 工 10 4 4 3 3 3 9 推 车 工 1 1 1 3 机电维修工 1 1 1 1 4 15
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合计 44 3 11 11 11 36 出勤率 82% 第二节 循环作业
为保证正规循环作业，施工组织要做到：设备到位与工作面安装的平衡；材料供应与工程进度的平衡；人员调配与工程需要的序交替时间的互相平衡。施工中根据劳动组织的人员配备合理安排工序、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。
附图9：正规循环作业图表
第三节 主要技术经济指标
技术经济指标表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 项目 循环在册人数 循环出勤人数 出勤率 循环进尺 效率 日循环次数 月循环次数 月进尺 锚杆消耗 锚索消耗 树脂锚固剂 金属网 水泥 石子 单位 人 人 % m m／工 个 个 m 根/m 根/m 卷/m 块/m m3/m m3/m 指标 44 36 82 1.6 0.08 2 46 73.6 18.8 2.1 56.3 5.65 0.33 0.67 16
备注 每月按23天组织生产 不含搭接 山东双合煤矿有限公司 一采区轨道上山下部车场作业规程
15 砂 m3/m 0.67 第六章 生产系统
第一节 通风系统
通风方式、供风距离及通风路线
1、掘进工作面采用压入式通风，选用FBD6.0/2×15KW型局部通风机，最长供风距离300m。局部通风机吊挂安装在轨道石门进风流中，局扇实现“双风机、双电源、自动切换”。
2、掘进头的风速要控制在0.25～4m/s之间，风筒出风口风量要达到规定，风机安装地点除了满足局部通风机的吸风量外，还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风流之间巷道的风速不小于0.15m/s以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内巷道风流停滞，造成瓦斯积聚。
通风路线：
进风风流：地面新鲜风→副井→轨道石门→迎头。
回风风流：迎头→胶带石门联络巷→胶带石门→回风石门联络巷→回风石门→主井→地面。
通风设备选型计算 (1)按瓦斯涌出量计算：
Q掘 = 125×q瓦掘×k掘通 （m3/min） 式中：
Q掘 —掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）； q瓦掘 —掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/min）， k掘通 —掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的系数，取k掘通 = 2.0 125—按掘进工作面回风流中甲烷的浓度不应超过0.8％的换算系数。 Q掘 = 125×0.34×2.0= 85 m3/min (2) 按照二氧化碳涌出量计算
Q掘 = 67×q二氧化碳掘×k掘通 （m3/min） 式中：
Q掘 —掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）；
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q二氧化碳掘—掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min；取0.78 m3/min；
k掘通 —掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，借鉴周边矿井实际生产资料，取2.0；
67—按掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。 则Q掘=67×0.78×2=104.52 m3/min
(3)按掘进工作面一次爆破炸药最大用量计算 二、三级煤矿许用炸药采用公式：Q掘≱10A 式中：
Q掘 —掘进工作面实际需要的风量，（m3/min）； A—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg ；取28； 10—每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/s。 Q掘≱10A≱10×28=280m3/min (4)按风速、温度计算
Q掘＝60× V掘×S掘max× K温（m3/min） 式中：
V掘……局部通风巷道内最低允许风速，m/s; S掘max……局部通风巷道内最大净断面，m2; K温……温度调整系数。
掘进工作面气温25℃，V掘＝0.25m/s, S掘max＝15.40m2，K温＝1.1。 Q掘＝60× 0.25× 15.40×1.1＝254 m3/min (5)按工作面同时工作最多人数计算： Q掘=4n=4×16=m3/min 式中：
n---每班最多出勤人数，16人。 (6)风速验算
按《煤矿安全规程》第136条规定掘进工作面风速应符合下列条件： 0.25×60S≰Q≰4×60S 式中：
Q—工作面所需风量，280m3/min S—掘进巷道断面积，取15.40m2；
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15 S采平均< Q掘<240 S采平均 15×15.40< Q掘<240×15.40 231<280<3696 m3/min 因此Q应取280 m3/min (7)局部通风机吸风量计算
掘进巷道设计长度为229m，最大供风长度300m
以掘进工作面计算需要风量Qhf和巷道设计最大供风距离，计算局部通风机需要吸风量。
Q吸1=Qhf /(1-P百)m=280/(1-0.06)3=337m3/min 式中：
Q吸1—局部通风机需要吸风量，m3/min；
Qhf —掘进工作面需要风量，（按以上计算取其中最大值）；
m—独头通风百米长度指数(即通风长度为100，200，300…600米时，m=1，2，3…6),取3；
P百—柔性风筒百米漏风率，可参照表4。
根据以上计算所得局部通风机的需要吸风量Q吸1=337m3/min，按表5选用2×30kW的对旋式局部通风机，局部通风机的最大吸风量 Q吸2 =380m3/min≱306m3/min，能够满足设计要求。
无瓦斯涌出的岩巷
表4 柔性风筒百米漏风率
通风距离(m) ＜200 200～500 500～1000 1000～2000 ＞2000 百米漏风率(%)
＜15 ＜10 ＜3 ＜2 ＜1.5 表5 局部通风机实际吸风量测定表( Q吸2 )
局部通风机 局部通风机 型 号 对旋 对旋 局部通风机 功 率(KW) 2×5.5 2×7.5 风筒直径 (mm) 500 500 19
供风距离 实际吸风量 (m) (m/min) 100 100 190 210 3山东双合煤矿有限公司 一采区轨道上山下部车场作业规程
对旋 对旋 对旋 对旋 对旋 对旋 对旋 2×11 2×11 2×15 2×22 2×30 2×37 2×45 500 600 600 800 800 800 800
100 100 100 100 100 100 100 240 260 300 350 380 430 470 (8)局部通风机安装处巷道全风压供风量计算 Q掘全＝∑Q扇+60×V安×S m3/min 式中：
Q掘全……局部通风机安装处巷道全风压供风量，m3/min； ∑Q扇……安装地点的局部通风机实际吸风量，m3/min； V安……局部通风机吸入口至回风口之间的巷道安全风速，m/s; S……局部通风机吸入口至回风口之间的巷道断面，m2。 Q掘全＝380+60×0.15×21.82＝577m3/min
第二节 压风系统
风源来自地面压风机房,经副井井筒中敷设的压风管路至井底车场绕道、轨道石门至迎头。
地面压风机房→副井→井底车场→ 轨道石门→一采区轨道上山下部车场→迎头。 附图10：东一采区轨道上山下部车场压风系统示意图
第三节 防尘系统
1、防尘管路铺设：防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有漏水。
2、净化水幕：
（1）距迎头50m范围内安装一道净化水幕，距巷道开口10内设1道净化水幕，巷道每200m内必须设1道净化水幕。
（2）净化水幕的连接：所有净化水幕的连接是阀门→过滤器→净化水幕。阀门及所有连接处不得有漏水。
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（3）回风净化水幕确保能封闭全断面，且距离工作面不得超过50m。 （4）喷嘴的方向：迎风45°向下。 3、装载点喷雾：
（1）所有运输巷的转载点都必须有自动喷雾设施，且控制水源阀门必须安装在人行道侧。
（2）喷嘴高度适宜，确保喷嘴必须正对转载点出煤点。 （3）所有喷雾必须呈雾状。
4、巷道冲尘：工作面每班必须专人洒水降尘2次，杜绝煤尘堆积。 5、其他：
（1）隔爆水袋的排间距为1.2～3.0m；整组隔爆水袋的总长度不得小于20m； （2）隔爆水袋应横向嵌入式安装，各排的安装高度应保持一致，应尽可能安装在巷道直线段内，与巷道的交岔口、转弯处、变坡处的距离，不得小于50m；
（3）隔爆水袋距离顶板、两帮的间隙不得小于100mm，距巷道轨面不小于1.8m； （4）隔爆水袋实行挂牌管理，每周检查一次，确保水袋的完好和规定的水量； （5）放炮必须使用远程放炮喷雾，喷雾要能覆盖爆破全断面。
防尘系统：地面水源→副井→井底车场→轨道石门→巷道内水幕→迎头→冲刷煤帮水管→隔爆水袋。
第四节 防 灭 火
工作面掘进防火的重点是设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾，为了防止火灾发生，必须采取以下措施：
1、巷道供水管路应每隔50m设臵一个三通阀门。
2、井下使用的柴油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人运送至使用地点，剩余的油必须运回地面，严禁在井下存放。
3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
4、巷道开门口处设臵防火沙箱，容积为0.5m3，配备2台灭火器。
5、掘进巷道出现冒落空洞时，必须采取喷浆或注胶体材料进行充填，封闭堵漏处理，并及时将冒落区域详细情况汇报技术部。
6、其它执行《煤矿安全规程》第五章防灭火部分。
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第五节 安全监测系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、区长、跟班干部、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为0.8%）必须进行处理。
2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒的巷道一侧，采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1％时，必须停止打眼。采掘工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
4、流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，超过0.5%，不得通电或检修。
二、甲烷传感器的设臵
1、在一采区轨道上山下部车场混合风流处设臵甲烷传感器TCH4-1，在一采区轨道上山下部车场回风流中设臵甲烷传感器TCH4-2；
2、甲烷传感器T1垂直悬挂在一采区轨道上山下部车场工作面混合风流处，距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，距工作面不大于5m，不得与风筒同侧。报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.0%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为采区煤仓回风巷内及回风沿途全部非本质安全型电气设备。
3、甲烷传感器T2垂直悬挂在一采区轨道上山下部车场上方风流稳定的位臵，距一采区轨道上山下部车场开门口向外10～15m处，距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。报警浓度≥0.8%CH4，断电浓度≥1.0%CH4，复电浓度1.0%CH4，断电仪断电范围为一采区轨道上山下部车场、胶带石门、回风石门内全部非本质安全型电气设备。
4、开停传感器卡在局扇开关的负荷侧电缆上。
5、风筒传感器设臵在局部通风机的风筒上，距风筒末端30m处。附表
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瓦斯探头型号 KG9701 瓦斯探头安设位置 距迎头3～5m，在风筒对帮；在距巷道回风通道口10～15m处； 报警值设置 断电值设置 断电范围 复电值 三、其它 T1≥0.8%CH4; T2≥0.8%CH4； T1≥1.0%CH4; T2≥1.0%CH4； T1，T2掘进巷道内全部非本质安全型电器设备； T1，T2＜0.8%CH4 1、当传感器发生故障时，现场必须立即停止生产作业，安排专职瓦检员进行瓦斯检查，保证瓦斯浓度在安全生产作业规程要求范围内时方可恢复生产，现场作业时严格执行矿指定的各项瓦斯管理制度及通风管理制度，并及时向调度室汇报现场瓦斯变化情况。监测队在接到或发现故障后，必须立即组织维修人员赶赴现场，及时制定行之有效的维修方案进行维修处理，并填写故障记录。
2、当传感器发生报警时，要立即汇报调度室，并用瓦斯便携仪检查是否为气体超限。现场在接到调度室停电撤人的命令后要立即停电撤人。瓦斯超限或断电后，要于当日组织区队盯值班干部、班组长、瓦检员、当班电工进行分析处理，明确现场情况，将分析记录备案，并汇报总工程师及生产矿长。
附图11：一采区轨道上山下部车场通风系统及监测系统示意图
第六节 供电系统
生产电源来自-1050m水平变电所，电压供电等级660V，在-1050m轨道石门安设KBSGZY型移动变电站。
供电系统：地面35KV变电所→井下变电所→轨道石门→迎头各用电设备。 附图12：一采区轨道上山下部车场供电系统示意图
第七节 排水系统
根据地质资料：涌水量主要为顶板淋水，另外还有少量生产用水。施工中，在巷道低洼处及时施工水仓，通过排水管路排水。
排水系统：迎头→轨道石门→-1050m水仓→副井井筒→地面。 附图13：一采区轨道上山下部车场排水系统示意图
第八节 运输系统
一、主运输
掘进过程中，采用耙装机将掘进迎头的矸石装入1.0吨矿车，使用电瓶车运到井底车场，通过副井提升到地面。
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运输路线：迎头→轨道石门→副井井底车场→副井→地面。 二、辅助运输
施工中使用的材料、设备等用1.0吨标准矿车、花车或平板车运输，运输路线为： 副井→副井井底车场→轨道石门→迎头。 附图14：一采区轨道上山下部车场运输系统示意图
第九节 照明、通讯和信号系统
一、照明
施工过程中在绞车及摘挂钩地点安设作业照明灯。 二、通讯
本工作面安设的电话，能够直接和矿调度室联系。电话距迎头不大于100m。 三、信号
本巷道施工时，根据需要及时安设声光信号和行车红灯。
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、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次瓦斯浓度，掘进机司机利用便携式甲烷检测报警仪随时检测瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头5m范围内非吊挂风筒的巷道一侧。
2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止打眼爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2％时，附近20m范围内，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
3、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查，并将高冒具体位臵及处理结果报技术部。
（二）防止火灾的措施
1、掘进巷道严禁堆积浮矸，积尘要及时清除。
2、施工巷道必须每班至少冲刷一次，充分湿润暴露围岩。
3、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及
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设施。
4、当施工地点发生火灾时，现场的队、班组长应立即组织人员采取一切可能的措施直接灭火，并汇报调度室；如果火势较大，无法直接灭火时，应依照《灾害预防和处理计划》中的有关规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员按避灾路线撤离。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
5、巷道内防尘管路兼作消防管路，每隔50m设一个三通阀门，水量、水压满足要求。
6、在距离迎头不大于50m范围内放臵2只灭火器。 （三）防止冒顶措施
1、放炮后，及时摘除围岩悬矸，立即进行临时支护，临时支护必须接实顶板，严禁空顶作业。
2、永久支护到迎头的距离不得超过0.3m，否则严禁放炮掘进。 3、掘进前迎头最大空顶距不大于0.3m，掘进后不大于1.9m。 （四）防治水措施
1、施工单位要设专人清理水沟，要保持工作面至水仓泄水路线畅通。 2、现场人员要熟悉避水路线，如发生突水现场人员要按避水路线撤离。 3、如若发生突水，现场人员必须立即汇报调度室，调度室及时向现场下达调度命令，现场人员接到电话后要立即组织人员实施救灾。
4、坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则。 （五）防治粉尘措施
1、每班对工作面进行洒水除尘； 2、采用湿式打眼，装药使用水炮泥。
3、放炮采用跑破喷雾，在皮带机转载、卸载点安装洒水喷头，充分洒水，消灭转载、卸载产生的粉尘。
4、工作面安装除尘风机进行除尘。 5、采用水幕、捕尘帘净化风流。 6、采取个体防护措施，佩戴防尘口罩。
7、对作业人员进行健康检查，半年一次。员工进矿时必须进行体检。 （六）防治高温热害措施
1、非人工制冷措施，即矿井通风。加大通风强度，可以降低风温、改善气候条件； 2、人工制冷来冷却风流的措施，在风机前的两节风筒之间安装制冷器。此外，在高温环境里作业的矿工应该注意多饮水，以补充汗液的流失。
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（七）防治噪音震动措施
1、 按照规定发放并佩戴个体防护用品，佩戴好耳塞。
2、 保持设备的完好性及设备本身的消声降噪功能，如果设备发生故障、噪声超标、要立即进行检修，直到达到标准方可使用。
3、 加强设备维修、保养、减少设备老化带来的噪声。 4、 对职工定期进行体检，发现问题及时进行治疗。 二、灾害处理程序及措施 （一）灾害处理程序
1、事故发生后，现场人员了解和判断灾害的性质、发生地点和发展程度，迅速报告矿调度室。
2、事故发生后，现场人员应尽量利用现场设备和工具进行处理，制止灾害进一步扩大。
3、制止灾害无效时，队、班、组长负责组织本队、班组人员沿避灾路线安全撤离。 4、事故发生后，每一位施工人员应保持沉着冷静，处理事故和安全撤离。 （二）事故抢救措施 1、发生水害事故的抢救措施
（1）施工地点人员迅速向调度室汇报灾情，汇报内容包括水害地点、水量大小、发生时间。
（2）调度室接到水害汇报后，立即向值班领导、矿长、总工程师等有关领导汇报，成立救灾指挥部，组织抢险救灾，营救遇险人员。
（3）井下发生水害地点的现场跟班区队长、安监员是水情汇报的第一责任者，应迅速组织人力、物力进行救灾，救灾失败时，凡受到灾害威胁的所有地区的人员都必须在本班班长的带领下撤出危险区域。
2、发生火灾事故的抢救措施
（1）火灾初期，应积极组织人力、物力控制火势，直接灭火失效时，应采取隔离灭火法控制火区。
（2）将排放水管路、压风管路改为消防管路。
（3）迅速查明灾情并组织人员撤出灾区和受威胁区域，积极组织救护队抢救遇难人员。如果在撤退过程中遇到爆炸冲击波与火焰袭来时，应背向冲击波俯卧在底板或水沟内。
（4）查明火灾地点、范围和发火原因，并采取防止风流紊乱、火烟侵袭、蔓延等措施，防止火灾向有人员的巷道蔓延，同时切断火区电源。
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3、发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的抢救措施
（1）迅速组织撤离灾区和受威胁区域的人员，抢救遇难人员。
（2）组织矿山救护队探明事故地点、范围和气体成分，发现火源立即扑灭，并切断电源。
4、发生顶板冒落事故的抢救措施
（1）迅速查出冒顶区范围和被埋住、堵塞人数及位臵，积极组织抢救。 （2）积极恢复冒顶区的正常通风，如短时间内不能恢复，可利用水管、压风管等设施对被埋压、堵塞人员输送新鲜空气。
（3）在处理事故时，必须始终坚持由外向里加强支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用巷道。
（4）遇有大块矸石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，但应尽量避免破坏冒落矸石的堆积状态。
二、避灾路线
若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘爆炸等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：
避水路线：迎头→轨道石门→副井井底车场→副井→地面。
避火、瓦斯、煤尘爆炸事故路线：迎头→轨道石门→副井井底车场→副井→地面。 附图15：一采区轨道上山下部车场避灾路线示意图
第八章 安全技术措施及灾害预防
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）负责传达批准作业规程。传达后进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。传达当日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、施工前地测专业人员必须提前标定好巷道中腰线，施工单位严格按线施工。 3、施工前必须对检查加固施工地点以外10m范围内的巷道支护，并将各种管路、电缆落地，用旧皮带、板梁等废料掩护好。
4、施工前必须按设计要求安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。
第二节 “一通三防”管理
一、通风管理
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1、局部通风机根据现场采用吊挂或上架安装，离地高度不得低于0.3m，使用与风筒同等直径的分风器（使用铁质分风器时，与风机连接要加胶垫），分风器必须固定牢固，不漏风，不串风。
2、正常工作和备用的局部通风机因停电停止运转，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须由本掘进工作面局部通风机兼职司机人工操作开启。
3、安全监测监控人员每15天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，并做好记录；掘进工作面施工单位每天应由机电维修工、局部通风机司机进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，并填写风机切换记录，试验期间不得影响工作面通风，试验记录要每月一整理存档备查。
4、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。恢复通风前，必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可由指定人员（本掘进工作面局部通风机兼职司机）开启局部通风机。
5、加强通风管理，局部通风机必须有（专）兼职司机留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其它人员不得随意开停。局部通风机兼职司机必须是在现场的当班班组长。
6、加强风筒管理，风筒要用抗静电、阻燃风筒，风筒环环吊挂、达到平直，无脱节、无破口，无接头漏风，巷道拐弯处设臵弯头、无死弯，异径风筒必须使用过渡节。矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒要编号管理，风筒出风口距迎头不大于6m，以保证迎头有足够的风量。
7、管理好本工作面范围内的通风设施，不准随意破坏，并保护好瓦斯、防尘等通防管理牌板。
8、使用局部通风机的掘进工作面，不得随意停风，否则必须切断电源，设臵栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室汇报。
9、局部通风机供电必须与采煤工作面实行分开供电。 二、瓦斯管理措施
1、局部通风机因故停止运转在恢复通风前，必须先检查瓦斯。只有确定停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%、最高二氧化碳浓度不超过1.5%时，局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。停风区中最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯；停风区内瓦斯和二氧化碳浓度超过3.0%时或其他有害气体浓度超过《煤矿
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安全规程》第176条的规定，必须编制专门排放瓦斯措施，经有关部门审批后报矿总工程师批准，由矿山救护队进行排放工作。
2、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
3、掘进工作面瓦斯和二氧化碳浓度应每班至少检查二次，本班未进行工作的掘进工作面，瓦斯和二氧化碳浓度应每班至少检查一次；可能涌出或积聚瓦斯和二氧化碳的硐室和巷道的浓度应每班至少检查一次，特殊情况变更瓦斯检查次数由通防工区区长、技术员决定，并在检查记录中注明理由。
4、瓦斯检查员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报，做到“三对口”，要做到内容齐全、字迹清楚，不得涂改，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》及本作业规程的有关规定时，瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。检查中发现问题及时向通风区和调度室汇报处理。
5、当班工长必须了解掌握本工作面瓦斯涌出情况，并在瓦斯检查手册上签字。 三、防尘管理
1、采用湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。
2、所有卸载点和转载点安装喷雾设施，运输时开启。 3、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。
4、防尘管路必须接至距迎头不小于30m处，每50m设一个三通，以便及时降尘。 5、维修防尘供水管路时，严禁带压作业。 四、防治发火措施
本工作面掘进施工，防火的重点是防设备、缆线和人为及自燃火灾。
1、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件或水管直接灭火。
2、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。
3、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸张必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期运到地面处理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃和无毒性洗涤剂。
4、掘进工作面应备有灭火器材，其数量、规格、存放地点符合灾害预防和处理计划中的规定，井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本工作区域内灭火器材的存放地点。
5、所有的电气设备应保持良好的防爆性能，杜绝失爆。
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6、严禁明线接头和破皮漏电，达到“三无、四有”要求。 7、各种机械设备的轴承转动灵活，严禁滑动摩擦。 五、安全监测监控管理
1、掘进工作面安设安全监测监控系统，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
2、为防止甲烷超限断电切断安设安全监测监控系统的供电电源，安设安全监测监控系统的供电电源必须使用矿用直流多路不间断电源，且交流输入必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。
3、为保证安全监测监控系统的供电可靠性，必须使用专用电缆供电。
4、在安装安全监测监控系统设备时，使用单位或机电部门必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通电源及控制线，在连接时必须有安全检测人员在场监护。
5、与安全监测监控系统关联的电气设备、电源线及控制线在拆除或改线时，必须报矿调度室，制定安全措施后方可进行。
6、甲烷传感器应垂直悬挂在巷道的非风筒侧，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm，甲烷传感器必须悬挂在顶板完好、无淋水的地点。
7、甲烷传感器及电缆由当班班组长负责按规定移动，即掘进时挪出工作面，掘进后及时拉到规定位臵。
8、由于甲烷传感器在电缆及传感器损坏时，都执行断电功能，因此必须管好分站到甲烷传感器之间的电缆，保护好甲烷传感器。
9、严禁擅自停用安全监测监控系统，若出现第情况，必须立即停止施工，切断电源，撤出人员，汇报调度室，待通防及安全检测专业人员处理好后，方可恢复施工。
10、每天由瓦斯检查员检查安全检测设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将检查结果报检测值班员。当光学甲烷测定器瓦斯读数大于瓦斯传感器读数0.05%或瓦斯传感器读数大于光学瓦斯测定器0.1%时，必须在8小时内对两种仪器进行调校。
11、便携式瓦斯监测报警仪和瓦斯传感器每15天至少调校一次，开停传感器每月至少调校一次。
第三节 顶板管理
1 、掘进工作面严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护，在施工前必须检查加固。 2 、施工前应先检查迎头支护是否完好合格，顶板是否存有不安全隐患，在支护前和支护过程中要严格执行敲帮问顶制度，及时找掉悬矸危石。
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3、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶，特别是在打眼、安注锚杆（或使棚）过程中应先清除危岩、排除隐患。
4、敲帮问顶工作必须遵守下列规定：
（1）敲帮问顶工作应有两名有经验的人员担任，一人敲帮问顶，一人观察顶板和后退路。操作人应站在安全地点，观察人应站在操作人的侧后面，并保证后退路畅通。
（2）敲帮问顶应从有完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。
（3）用长把工具敲帮问顶时，操作人员应戴手套并防止煤矸顺杆而下伤人。 （4）顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时应首先设臵临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理找掉悬矸危石，不得强挖硬刨。
5、每次掘进后，施工人员要按由外向里的顺序检查顶板、锚杆等情况，在有效支护的掩护下用长把工具敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行支护。
7、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，应及时缩小锚杆的排距或背钢棚。 8、锚杆的安装工作不得中断，一锚到底，若锚杆在眼中受阻，则此眼报废，重新打眼锚固，安装托盘应在树脂药卷完全固化后，方可套上托盘，拧紧螺母，给锚杆体施加一定的预紧力。
9、锚杆必须用机械扳手或力矩扳手拧紧，达到规定的扭矩力，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。
10、每班安装的锚杆要在交时，由验收员用力矩扳手进行验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力达不到要求的锚杆应当班补打，重新安装。
11、顶板锚杆在作拉力试验时，必须遵守下列规定： （1）紧固被测锚矸周围相邻锚杆；
（2）在被拉锚杆周围打设2-3棵点柱顶牢顶板；
（3）做拉力试验时被测锚杆周围不得有人，操作者及其他人员必须在被测锚杆的外侧，且距锚杆距离不得小于3m；
（4）不合格的锚杆必须补打，连续两根不合格须向有关部门汇报，查明原因，再做处理。
（5）做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。
12、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度不大于40mm。
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13、安装帮锚杆使用风煤钻，顶部用锚杆机进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。
14、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后2min内不得给锚杆顶紧力，更不能拧紧。
15、当顶板有煤皮或较松软的伪顶时，施工中应及时找掉，铺网要平直，压茬不少于100mm。
16、锚网支护的巷道过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要缩小循环进尺，缩小锚杆、锚索间排距，过断层时要及时编写过断层补充安全技术措施。
17、施工现场应备好力矩扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材，检测工具应放臵在迎头以外50m范围内。
18、当巷道压力大或变形严重时，应及时补打锚索加强支护，打锚索眼前应全面检查施工地点附近10m范围内巷道支护情况，及时用长把工具找掉活矸危岩，施工过程中必须坚持执行经常性的敲帮问顶，及时排除隐患，确认安全后方可施工。
19、顶板发生冒落时，应执行以下措施：
（1）发生煤顶冒落现象时，应及时向矿调度室汇报，编制专项措施，采取背钢棚支护，棚距600mm，在钢棚上打木垛，接顶严实，帮要刹实，并用喷浆机喷严，防止煤层自燃。
（2）严格执行“敲帮问顶”制度，用长把工具处理掉帮顶的危石、浮矸等，处理时瓦检员及时用长吸管检查冒顶处的瓦斯情况，温度情况，当瓦斯浓度大于1.0%时，或温度过高时，应停止处理，采取相应措施，降低瓦斯浓度，待安全后，方准施工。
（3）处理冒顶时，迎头不准同时作业，与处理冒顶无关的人员必须撤到冒顶区以外的安全地点，工作面严禁有人。
（4）处理冒顶时，队长、班长、安监员必须现场指挥，抽调至少2人以上的老工人配合作业，一人工作，一人监视顶板，发现有垮落煤矸、片帮预兆时立即撤至安全地点。
（5）冒顶高度在1m以上时，处理冒顶前先检查瓦斯，严禁瓦斯超限作业。 （6）处理冒顶前，要把障碍物清理干净，确保后退路通畅，及时在冒顶区的边缘打不少于3排戴帽点柱，或在冒顶区域边缘加固锚索梁，防止冒顶区域进一步扩大。
（7）处理冒顶时，首先用2.5m以上的长柄工具由外向里进行敲帮问顶，处理掉顶帮活矸，支设戴帽点柱临时维护顶板，如可以打锚杆时由外向里逐排补打，如支棚时由外向里逐架支设，用半圆木、板棚接实顶板。
（8）施工中要有专人监护顶板的变化情况，施工人员听从命令，相互配合好。
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（9）处理过程中，瓦检员要随时检查瓦斯情况，有问题要立即停工撤人，先组织排放瓦斯。
（10）如遇冒顶堵塞巷道时，被困人员要维护好顶板，控制流矸，敲击水管或按电铃发出求救信号并开压风补充新鲜空气。
（11）待冒顶处理完后，迎头方准施工。
20、当巷道压力大或揭露断层时，及时缩小支护排距，加密锚索，以增加支护强度。 21、为防止片帮迎头要及时进行帮部支护，帮部完整的情况下迎头两帮支护拖后不得多于两排，有片帮的情况下要紧跟迎头。顶板支护严禁拖后。
22、巷道底部空帮高度大于0.5m以上，应进行锚网支护。
第四节 爆破管理
1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆炸材料性能及煤矿安全规程的有关规定。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，并严格按作业规程及爆破说明书要求进行爆破作业。爆破作业必须执行“一炮三检”制度（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度）。
3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”制度（拉线、设臵警标、吹哨）和“三人连锁”制度。
4、不得使用过期或变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回火药库。 5、爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。
6、爆破作业必须使用毫秒爆破，掘进工作面分层装药、分层起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。
7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、避开机械、电器设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
9、装配起爆药卷时必须遵守下列规定：
（1）必须在顶板完好，避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以每次装药数量为准。
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（2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动，冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。 （3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
（4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。 10、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备等导电体相接触。
11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮，严禁非发爆器起爆。
12、爆破前加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。爆破前班组长亲自布臵在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设臵警戒牌、栏杆或拉绳。
13、爆破母线和连接线应符合下列要求：
（1）爆破母线必须保证其有良好的绝缘，爆破母线严禁有破皮，爆破母线接头不得超过1个且必须用绝缘胶布封缠严密。
（2）爆破母线和电雷管脚线，脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。
（3）巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。
（4）爆破母线与电缆、信号线应分别悬挂在巷道两侧。如必须挂在同一侧，爆破母线必须悬挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。
（5）只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用金属管、金属网、水或大地等当做回路。
（6）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
14、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。 15、 井下爆破必须使用发爆器。每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管脚线联结良好；否则会出现哑炮，首先取下爆破母线并扭结成短路，然后由外向里检查线路排除故障，测量合格后再起爆。）严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通，发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。
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16、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线不小于100m并有掩体，曲线75m。
17、发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。
18、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒钟方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。
19、爆破后待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯煤尘检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况必须立即处理。
20、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等至少15min，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。
21、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。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。处理拒爆时必须遵守下列规定：
（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臵的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无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药的煤、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。 22、爆破后，担任警戒的人员接不到或听不清撤岗信号，不准私自撤岗。 23、严格执行火药领退制度，领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回火药库，严禁乱仍乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时应遵守下列规定：
（1）电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送。
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（2）爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内、严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后应直接送到工作地点，严禁途中逗留。
24、每次装药前班组长应指定专人到通往爆破地点的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m。爆破结束吹哨后方可撤岗。
25、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并按由外向里、先顶后帮的顺序逐排检查顶板和支护情况，逐排、逐根处理失效的锚杆和破损的金属网，确认安全后继续施工。
附图16：一采区轨道上山下部车场放炮警戒布臵图
第五节 防治水管理
1、提前做好所掘进巷道的涌水量预测预报工作，根据预计最大涌水量必须配备相应排水能力的设备。随着工作面掘进，排水设备应前移，至少一趟4寸管路延伸跟至迎头。排水设备定期检修，保证设备完好，随时可起动运转。
2、坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，在接近钻孔、富水断层及强承压含水层等区域前，必须编制探放水设计，进行探放水工作。探水前排水设备及管路必须准备好，经打钻探测确认无突水危险后，方可向前继续掘进。
3、需要设水仓的地方必须及时设，水仓规格：3000×3000×1000mm，并设好潜水泵或风泵，及时将水排走。
4、打钻探水时，若发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人应立即向矿调度室汇报，并派人监测水情。如发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，再采取措施处理。
5、作业地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
6、过断层、构造破碎带期间，必须加强观测，做好防治水工作。
7、后方巷道出现渗、淋水，应及时挖水沟排水，或挖水仓安设水泵排水。
第六节 机电管理
1、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，在其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
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笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部按有放电装臵的，不受此限。所有开关的闭锁装臵必须能可靠地防止擅自送电，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，不准送电”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。
2、操作井下电气设备应遵守下列规定：①非专职人员不得擅自操作电气设备。②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。
3、容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。
4、“防电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前应检查其“产品合格证”、爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。
5、掘进工作面配电点的位臵和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。
6、井下电缆的选用应遵守下列规定：
（1）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应。 （2）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。 （3）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。
7、敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）应遵守下列规定： （1）电缆吊挂必须用电缆钩。
（2）巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输输送机上。
（3）电缆钩的悬挂间距不得超过1m。
8、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。
9、电缆的连接应符合下列要求：
（1）电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接。
（2）不同型号电缆之间严禁直接连接必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。
（3）同形橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套以损坏的橡套电缆的修补）必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面修补的橡套电缆
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必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。
（4）三台以上的电气设备必须设臵局部接地极，可设臵在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设臵在水沟内的局部接地极应用面积不小于 0.6m2 、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放与水沟深处。设臵在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根钢管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，两根钢管相距不得小于5m ，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于0.75m。
10、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。
11、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各类过流保护要按规定进行电气试验，下井前必须进行通流试验。
12、严禁甩掉停用井下各种电气保护。非专业人员严禁操作检漏继电器，各硐室内的检漏继电器必须加锁，使用中的检漏继电器要按规定进行电容电流的补偿调整，严格执行日检和远方试验制度。
13、严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。 14、使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。经过维修的电缆必须进行浸水试验，耐压合格后方可下井。
15、存在下列问题的电气设备及小电不得下井使用： （1）防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。
（2）绝缘坐破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。 （3）导电螺栓、螺母锈蚀超规定。 （4）喇叭嘴不配套或断裂、缺损。
（5）开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、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）开关底托架断裂或固定不牢。
（9）没有经过指定的电气设备防爆检查员检查出具的防爆合格证；随有合格证但检验期超过6个月或没盖检查员编号章。
（10）电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。
16、电气设备金属外壳和铠装电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完整合格，不得锈蚀。
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17、机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装臵。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装臵，弹簧垫圈应紧靠螺母安设。
18、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。
19、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1～3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。
20、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 50 mm，同时凹凸深度超过5mm。 （2）使用未经部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）防爆壳内外有锈皮脱落。
（4）闭锁装臵不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。
（5）隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、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，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。 21、电缆引入装臵接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。
22、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，电煤钻用完 后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。
23、电气设备必须使用综合保护开关，风电闭锁等安全保护装臵，自动停电时 ，待查明原因，确认无误后，再人工送电。
24、各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。 25、各机械设备必须定期按时进行注油检查维修，以保证设备良好运行。 26、电气设备与铁路之间的安全间隙不得小于0.7m。
27、井下照明和信号装臵，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配电。不得使用明火明电照明。
28、井下所有电器设备必须标有“MA”标志。
29、每班施工前，机电维修工要对风电闭锁、照明信号综保每班试验一次，试验不合格必须停止运行汇报处理。
30、对掘进设备要执行强制性检修制度，每天必须有不少于两小时的检修时间，并认真做好检修记录。
第七节 运输管理
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一、通用部分
1、各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职或兼职人员担任 ，耙 装机司机及小绞车司机必须严格正规操作，要在无曲绳的情况下，启动耙装机或小绞车。
2、采用人力推车时，必须遵守下列规定：
（1）一次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车，两车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不小于10m，坡度大于5‰时，不小于30m；若前车停时，要立即发出警号通知后车。
（2）推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物、从坡度较大的地方向下推车，以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，都必须发出警号。
（3）推车应匀速前进，严禁放飞车，不准蹬、坐车滑行。 （4）巷道坡度大于7‰时，禁止人力推车。
3、平巷车辆发生掉道时，严禁用机车或小绞车硬拉复位，必须采取复轨设施或其它复轨措施就地复轨。复轨时人员不得少于两人，人工拿道复轨时，矿车两侧不准有人，并互相叫应好，确保人身安全。
4、卧闸操作手把底座前后要加限位装臵，后拉不得超过垂直位臵，前倾与底板的夹角不得小于30-40°。
5、安全设施每班由把钩工检查一次，把钩工挂好车后要先检查连接装臵、防脱装臵等是否可靠，无问题后进入信号躲避硐内打点行车。
6、运输“四超”物件时必须按以下措施执行：
（1）运送时必须有专人护送，发现问题及时发出信号停车处理，确认安全后方可继续行车。人员要跟在车的后面并不得小于3m的距离，严禁人员跟在车辆两侧护送。
（2）所有施工人员必须听从施工负责人指挥，在施工期间必须集中精力，正规操作，按章作业，严禁违章蛮干；杜绝在工作过程中说笑打闹，以确保人身安全。
（3）在装运“四超”物件时，施工人员要互相叫应好，以免挤砸伤人。
（4）“四超”物件装车前后比重要合适，封车要牢固，不能有丝毫松动，以确保运送过程中不出现意外。
（5）运送前，先要看好运输线路及现场情况，发现巷道支护不良或有危及人身安全的问题及时报知领导和有关单位进行处理，严禁冒险作业。
二、耙装机管理
1、平巷耙装机使用四个卡轨器固定在轨道上。 2、平巷耙装机安装使用必须遵守下列规定：
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⑴耙装机距迎头最大距离为25m，最小距离为6m。
⑵耙装机机身上方装岩槽上两侧必须安设全封闭式金属挡绳栏和防耙斗出槽的护栏，必须齐全有效。防耙斗出槽的护栏采用直径20mm全螺纹等强锚杆作立杆，上下两端上螺母紧牢固，全封闭式金属挡绳栏采用钢丝绳或40T链子上端与顶板专用锚杆连接，40T链子要拉紧上下两端上螺母紧牢固，严禁用钎子或其它物体代替。耙装机的整个机身无松动部件，卸料槽采用40T链子牢固悬吊在顶板专用锚杆上，专用锚杆长度1.1m，孔深1.0m。
⑶耙装机必须安装在顶板完整，支护完好、能够满足装岩高度的位臵处；耙斗以上高度不小于200mm。
⑷耙装机应安设防爆照明灯。
3、开耙装机时，司机要精力集中，注意耙斗运行过程中的情况，一定使其平行于机身来回运行。
4、耙装机在工作时，耙斗运行范围内，不得有人站立停留或做其它工作，司机必须经常检查钢丝绳、导向轮子、卡轨器等安全设施的牢固情况，发现问题及时处理解决，操作按钮距耙装机操作位臵不得超过0.5m，并吊挂好。
5、耙装机停止使用时，必须及时停电，取下操纵把手。耙装机操作一侧的安全间隙不少于0.7m，另一侧安全间隙不少于0.4m，高度应不低于1.8m。
6、耙装机工作时，司机应随时检查机身稳固情况，发现问题应及时予以处理。 7、耙装机司机要严格正规操作，要在无曲绳的情况下，启动耙装机。当耙斗出绳方向与耙装机的中心线方向夹角超过15度时，司机应站在出绳对侧操作。
8、严禁用手或工具碰撞运行中的钢丝绳和牵引绳。
9、耙装过程中如遇耙斗受阻或负载太大时不应使耙斗强行牵引，应将耙斗稍微后退减载后再前进。
10、工作过程中，如有人必须从扒装机人行道侧通过时，应通知司机停机断电才准进入，待进入的人撤出后才准开机。
11、司机操作时应避免两个操作手柄同时拉紧。耙装完毕，应将两个操纵手柄放在松闸位臵，然后卸下手柄臵于工作台上，以防爆破时损坏，开关停电且闭锁。
12、耙装机作业开始前，甲烷断电仪的传感器，必须悬挂在耙斗作业段的上方。迎头瓦斯浓度超过0.5%时，不准使用耙装机。
13、 耙装机的电机负荷线必须采用套管封闭，以防放炮时击坏，造成破皮漏电现象。14、耙装大块煤、矸时，首先必须将其用大锤击碎，以防大块煤、矸由机身槽内滚出伤人。耙装机耙岩（煤）过程中，机前及两侧不得有人停留或通过；严禁用手触摸钢
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丝绳、簸箕两侧和导绳轮。
15、耙装机的迎头导向轮必须固定牢固可靠。导绳轮无破损、转动灵活，固定可靠，不晃动。有防止钢丝绳出槽的可靠装臵。
16、耙装机作业时必须有照明。
17、钢丝绳与耙斗必须固定牢靠，工作中不磨导料槽，导料槽升降灵活，侧板及连接销齐全，导料槽无严重变形、磨损漏矸。
18、耙装机司机每班开机前，必须全面检查机械和电气系统，并进行l-2次空载运行，发现故障及时排除，严禁设备带病运转。
19、耙装机专用工件：固定楔、导向轮、操纵手柄应由司机负责保管，操纵按钮要挂在附近，不得随地乱放。
20、开机时司机应先发出信号，严禁在耙斗运行范围内进行其他工作和行人。装岩（煤）前，必须将机身和尾轮固定牢靠。
21、工作时，绞车滚筒上钢丝绳的余量至少不得少于3圈，钢丝绳长度一般主绳为25m，尾绳为50m，使用钢丝绳在一个捻距之内，断丝面积与钢丝绳总面积之比不大于25％，不得有断股，接头插接长度不小于2.5个捻距，主绳、尾绳不得有接头。绳与耙斗连接不准打结，固定牢靠。
22、曲线段出矸时，耙装机前不准行人、作业，牵引滑轮、导向轮要固定牢靠。 23、耙装机开关距耙装机距离不得超过10m，耙装机暂时停用时，开关必须停电。 24、平巷移耙装机注意事项：
（1）移机前巷道两帮及机前矸石要耙净，按标准铺好轨道。轨道前端要对齐，道板要垫实。
（2）松开耙装机吊挂装臵前，必须对耙装机固定情况进行检查，确认牢固可靠后方可松开。
（3）不拆除溜槽进行移机时，必须在溜槽下方设臵矿车，将矿车与溜槽用方木垫实并绑扎牢固。
（4）移机用的回头轮必须固定牢固，并垂直于耙装机中心线，方向偏差不大于0.5m。（5）移动耙装机时，机身两侧、前方不得有人。 25、耙装机耙装与工作面打眼等平行作业安全措施：
（1）耙装机耙装时回头滑用带倒楔的铁母撅固定，铁撅眼与岩层的夹角不得小于45度，橛眼深度不得小于0.5m，且必须打在迎头或顶板较坚硬的岩石上，不能打在煤层或软岩中，倒楔应用大锤加固防止拉出。铁撅的直径不少于38mm，钢丝绳绳径不小于15.5mm，铁撅的固定点不得超过7m的警戒线位臵。
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（2）耙装机耙装与迎头打眼等平行作业时，回头滑固定位臵距迎头不得小于7m。回头滑前1m拉绳不小于两道，（拉绳采用2分钢丝绳，第一道绳高度1m，第二道绳高度1.5m），拉绳固定到巷道两帮锚杆或锚网上，绳索上悬挂警视牌板内容为\"正在耙装，禁止出入\"。平行作业必须在可靠照明下有专人监护。
（3）耙装机耙装期间回头滑与耙装机间严禁有人逗留或行走。
（4）耙装机钢丝绳每次交时必须认真检查，发现下列情况之一时必须将受力段剁掉或更换钢丝绳；
①钢丝绳产生严重扭曲或变形。 ②断丝面积超过钢丝绳总面积的25%。 ③遭受猛烈拉力的一段的长度伸长0.5%以上。
④钢丝绳使用期间断丝突然增加或伸长突然加快，必须立即更换。 ⑤耙装机钢丝绳必须使用绳径不小于15.5mm的新钢丝绳。
第八节 喷浆安全技术措施
1、喷浆工必须认真履行安全生产责任制，并严格按照喷浆工作业操作规程操作。 2、喷射砼前，必须对锚杆、金属网的质量进行检查，并把两帮墙角的基础挖出，确保达到规定要求。喷浆人员应佩戴好必要的保护用品。
3、喷浆或复喷前必须冲刷巷壁，每次喷浆厚度为30-50mm，最终喷浆厚度不得小于设计要求。若两次喷浆时间间隔超过2小时，则第二次喷射前应先喷水湿润浆体，以保证浆层之间良好接触。喷射砼后应洒水养护，前7天以内，每班洒水不少于一次，7～28天，每天洒水一次。28天后方可做砼强度试验，每50米做一次砼强度试验。
4、喷距（头到受喷面的距离）为0.6～1米为宜,应尽量减小工作风压,缩小喷距,喷头与喷面尽量垂直，最小夹角不小于70度，以减少回弹。
5、喷射时，喷射手应分段按自下而上，先墙后拱的顺序喷射，喷头运行轨迹应呈螺旋形，按直径200～300mm一圈压半圈，螺旋环绕式缓慢移动。
6、喷射时，应安排两人操作，一人持头喷射，一人辅助照明、负责与上料人员联络，并负责观察顶帮的安全情况和喷射质量。
7、喷射时，射手应控制好风压及水量、水压，以保证喷射质量。
8、开机时应先开风，再开水，然后送电、上料；停机时，应先将剩料喷净后，停电、停水，最后停风。
9、喷浆机运转时，严禁将手和工具伸入喷浆机内。
10、喷射砼材料要掺拌均匀，速凝剂最好在上料前加入，坚持随拌随用的原则，拌
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好的料停放时间不应超过2小时。
11、上料时要连续均匀，严防大块物料或杂物进入料斗，一旦进入、应切断电源，闭锁开关，用专用夹子夹取，严禁将手直接伸入拿取。
12、处理管路堵塞时，应先关压风，停掉电源，并用旧风筒布盖在堵塞管路上，沿线用敲击法检查，找出堵塞部位，轻轻敲击，然后用压风吹出。喷浆和处理管路堵塞时，喷头前方及附近严禁有人。如喷浆机出现故障，严禁带电处理，送电前要与射手联系好。
13、在喷浆施工中如遇围岩涌水或渗水时，应采取以下方法处理：
①压风吹水法：在遇到岩帮有少量渗水或滴水时。可采用压风清扫，边吹边喷浆的方法处理。
②导水管导出法：在大面积裂隙压力水或涌水集中的地点，打眼、安设导水管，把水导出，待砂浆达到相当强度后，再封堵出水孔。
14、喷浆机在停用时，必须将其开关打到停电位臵。
第九节 重大危险源及有害因素辨识
序号 危险源工作 危害因素 危害结果 控制措施 1 敲帮问顶 活煤（矸）找不净 进入空顶区 掉矸砸伤人员 冒落矸石（煤） 砸伤人员 支护无效 顶板冒高、砸伤人员 及时将活煤（矸）敲干净 不得进入空顶区及时 上好临时支护 支护要完好 及时使用 2 临 时 支 护 未检查临时支护设施完好 未及时使用临时支护 人员进入危险区 伤人 伤人 设好警戒 3 炮掘作业 人员进入爆破警戒区 加强爆破警戒管理 4 矿压监测 矿压观测不及时 人员进入警戒区 不按规定放炮 顶板冒落伤人 伤 人 伤 人 及时观测顶板 拉绳站岗不得进入警戒区 按规定放炮 5 炮掘 空顶距超过最大控顶距 顶板冒高，砸伤人员 严格执行掘一架一，控制棚距 检修、交时不停电闭锁 无证人员操作 带电检修、搬迁电气设备 误操作伤人 操作不当伤人 人员被电击或 瓦斯爆炸 人员被电击 44
检修、交前检查确认停电闭锁 严禁无证人员操作 检修、搬迁设备必须闭锁 开关 必须对电气设备验放电 6 检修 停电后没有对电气设备验放山东双合煤矿有限公司 一采区轨道上山下部车场作业规程
电 没有采用专人停送电 煤尘堆积 煤尘飞扬 7 一通三防 瓦斯监测不到位 局扇管理不到位 锚杆间排距过大 锚杆预紧力不够 8 支护 锚杆锚固力不够 最大控顶距超过规定 人员站位不符合规定 打眼时锚杆机把子脱手 9 打眼 打眼时风煤钻脱手 误送电伤人 引起煤尘爆炸 损害身体健康 瓦斯超限 无计划停风 冒顶、片帮伤人 冒顶、片帮伤人 冒顶、片帮伤人 冒顶、片帮伤人 物件掉落伤人 锚杆机把旋转伤人 风煤钻脱手伤人 停送电由专人看护开关 冲洗巷道 冲洗巷道 执行瓦斯巡检规定 派专人看守 严格控制在750-850mm之间 预紧力必须达到200N.m 锚杆预紧力顶必须达到120KN 最大控顶距不能超过1900mm 严禁站在起吊物件下方 人员站稳握紧操作手把 人员站稳握紧风煤钻 人员不要站在眼孔下 及时钻探，排除隐患 停止钻进，立即处理 立即停止作业，查明原因 杜绝失爆 加强通风管理严禁瓦斯积聚 钻孔测定 钻孔测定 及时支护 严禁站在钻孔孔口前方 严格按照要求站位 及时钻探，排除隐患 打释放孔，释放瓦斯 缩小控顶距，及时支护 及时支护 安装顶板锚杆、锚索眼锚杆、锚索脱落伤内脱落 人 涌水量增大 10 水 钻孔涌水大 发现透水预兆 11 12 13 14 15 火 瓦斯 K1测定 测压 顶 板 出现火源 瓦斯涌出量大 未测定参数 未测定参数 顶板冒落，支护不到位 人员站位不符合规定 16 人员站位 装卸车 涌水增大 掘进过断17 层、陷落柱 瓦斯涌出量大 顶板不完整破碎 片帮 跑车伤人 发生透水事故 瓦斯爆炸 发生冒顶事故 发生片帮事故 故 发生瓦斯事故 瓦斯突出伤人 瓦斯突出伤人 冒顶，发生事故 钻孔喷孔伤人 发生透水事故 发生透水事故 发生透水事故 引发火灾，发生事第十节 其 它
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1、巷道内无杂物，无淤泥、无积水（淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过0.1m）。浮矸（煤）不超过轨枕上平面。材料工具悬挂整齐。
2、使用风动锚杆钻机时必须遵守以下规定：
（1）钻孔前，必须确保顶板与两帮围岩稳定，进行安全作业。 （2）禁止锚杆机平臵于地面。
（3）钻孔时，不准用带手套的手去试握钻杆。 （4）开眼位时，应扶稳钻机，进行开眼作业。
（5）钻孔时，不要一味加大气腿推力，以免降低钻孔速度，造成卡钻、断钎、崩裂刀刃等事故。
（6）锚杆机回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。
（7）锚杆机加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把摇臂，取得平衡。特别是突然加载和卸载时，操作者更应注意站位，合理把持摇臂手把。
3、半煤岩巷道施工时，严格执行分打分装制度。 4、本掘进工作面作业规程工程质量保证措施：
（1）施工过程中，使用的各种支护材料必须符合设计要求和规范的有关规定，外购产品应当有出厂合格证及产品化验单，自制加工产品应当由矿组织相关科室、施工单位人员验收。
（2）各种支护材料必须在施工现场的专用料场中分类存放，码放整齐，并在有效期内使用，严禁使用失效的支护材料。
（3）严格工程质量检验制度，项目部设立专职质量验收员，对当班施工的质量进行验收，并把验收结果记录专用记录本中备查；不合格的工程必须当班返工，把质量不合格的工程消灭在施工过程中。
5、其余未尽事宜严格按照《煤矿安全规程》(2016版)，《肥城矿业公司安全技术管理规定》执行。
第九章 六大系统
（一）监测监控系统
监测监控系统：选用1套KJ90N型矿井安全监测及生产监测、监控系统，以及各主要生产环节的自动控制系统。迎头5m范围内安装瓦斯传感器，巷道回风口15m范围内安装瓦斯、温度、风速、粉尘等传感器。信号通过监控分站传输至变电所高端机，再传至地面中心机房监控主机。瓦斯超限后能够实现瓦斯电闭锁，切断巷道内所有非本质安全型电源。瓦斯超限处理完成后复电，恢复生产。
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（二）人员定位系统
人员定位系统：人员定位系统选用的是煤炭科学技术研究院有限公司KJ236(A)系统，人员定位系统地面中心站装备2套主机，实现双机热备。目前安装人员定位分站3台、读卡器13台，配备标识卡500个。系统可以通过区域定位方式实时了解井下人员的流动情况、任一指定井下人员在当前或指定时刻所处的区域、查询任一指定井下人员本日或指定日期的活动轨迹。了解当前井下人员的准确数量、统计与考核下井人员的出勤情况。另外，可以对指定日期段、指定月份，对下井人员进行下井次数、下井时间等进行分类统计。
（三）通信联络系统
通讯联络系统：调度通信系统型号为KT520。调度电话交换机、电话耦合器及配线架安装于调度办公楼一楼机房内，系统装机容量400门。调度台位于调度办公楼一楼调度室内。传输方式为主通讯电缆经井口防雷箱通过副立井井筒传至井底主分线箱，再由主分线箱经通讯电缆传至各安设地点。通讯电缆采用MHYV型矿用阻燃通讯电缆。调度电话和直通电话分别安装于井上调度机台、主副井主要岗点，井下各采掘迎头。该系统具备录音、强插、强挂、监听等功能。
矿用广播通信系统型号为KT522，井下目前安装6台矿用音箱，覆盖了井下各主要巷道。井下由环网系统的KTG12矿用本安型光端机通过MGXTSV 4B1矿用光缆连接矿用音箱。矿用音箱可以播放音乐；井上人员使用上位机麦克风通过广播主机将语音传送给音箱播放出来；井下人员在遇到紧急情况时，可通过本安型音箱上的按钮与地面上位机进行对讲通话。
（四）压风自救系统
压风自救系统采用地面集中式供风，装备了4台风量为40m3/min、排气压力0.8MPa 的SAC250W-8.5H2螺杆式水冷空气压缩机，二台运转一台备用一台检修。配10KV、250KW异步电动机。地面干管选用Φ325×10无缝钢管。副井井筒选用Φ325×10无缝钢管，井下干管选用Φ219×6无缝钢管。
掘进工作面敷设了1趟4寸无缝钢管，每隔100m安设一个压风自救阀门，在距离掘进迎头40m处和距离全风压出风口40m处分别安设2组ZYJ(A)压风自救装臵，压风系统供气压力0.3--0.8Mpa,呼吸器调节压力范围0.1--0.5Mpa（手动式调压）,呼吸器供气量30--55L/min,每组装臵可供6人使用，2组12人可以满足迎头工作人员使用，当迎头出现供风不畅、有毒有害气体涌出等紧急情况时，可使用该装臵进行自救互救。
（五）供水施救系统
供水施救采用地面静压水池经过滤供水管直供，水质较好，符合饮用水标准，作为
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供水施救水源，直接在副井与消防洒水管路连接。给水管沿副井井筒敷设至井底车场降压后供给各个用水点。地面供水入水口已安装过滤装臵，防止造成管路堵塞。井下供水管路已铺设到所有生产工作面、人员较集中地点、主要机电硐室（采区变电所、胶带机头电机硐室）、带式输送机巷、主要运输巷、主要行人巷道和避难硐室及避灾路线巷道等地点，供水管路采用无缝钢管，管路吊挂平直，不拐死弯，连接紧密。轨道巷内供水管路三通阀门安设间隔不大于100m,并与供气阀门间距不大于20m。带式输送机巷道中供水支管和阀门设臵不大于50m。避难硐室前后20m范围内的供水管路已采取保护措施，防止损坏。供水管路、管件和阀门型号符合设计要求，能够保证系统正常使用。
掘进工作面敷设了1趟2寸无缝钢管，每隔100m安设一个供水施救阀门，在距离掘进迎头40m处和距离全风压出风口40m处分别安设2组ZYJ供水施救装臵，系统供水压力0.1--0.8Mpa，出水量0.1--0.7L/min,每组装臵可供6人使用，2组12人可以满足迎头工作人员使用，当矿井发生事故时，巷道内作业工人可以从供水施救系统上得到饮用水及地面输送下来的营养液，维持生命，等待救援。
（六）紧急避险系统
按照《双合煤矿安全避险“六大系统”方案设计》，双合煤矿一采区避难硐室将在一采区轨道上山中部位臵建设安装。
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附图1：地质柱状图
地煤岩层层性岩陆过浅旋相地渡海回～～～图例旋回曲线Ⅴ煤泥Ⅳ粉砂岩层岩山～西2～细砂岩Ⅲ3上～～～～～中砂岩泥炭沼泽相Ⅱ沼泽相泥坪组3下～～～～砂泥混合坪砂坪ⅠP1s
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附图2：一采区轨道上山下部车场掘进位臵平面图
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附图3：一采区轨道上山下部车场断面1-1支护断面图
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附图4：一采区轨道上山下部车场断面2 -2 支护断面图
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附图5：一采区轨道上山下部车场前探梁临时支护示意图
＜1700800008L＞4000
＜17008004000山东双合煤矿有限公司 一采区轨道上山下部车场作业规程
附图6：一采区轨道上山下部车场1-1断面炮眼布臵图及爆破参数表 363534333231301617401841619313142726252421101723152928 44432042373839952812
45411474849505152532258686766655759636256605561697071727374755476爆破参数表°°°°°°°°°°°°°°注：炸药量和炮眼间距可根据岩层实际情况适当增减。
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附图7：一采区轨道上山下部车场2-2断面炮眼布臵图及爆破参数表
°°°°°°°°°°°°°°45432044141421939174018631314272625242110472336373816153534333231302925281211534748495051522258686766655762596356605561697071727374755476爆破参数表注：炸药量和炮眼间距可根据岩层实际情况适当增减。山东双合煤矿有限公司 一采区轨道上山下部车场作业规程
图8：一采区轨道上山下部车场炮眼装药结构示意图
炮眼装药结构示意图
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附图9：一采区轨道上山下部车场正规作业循环图
全循环通风 1440
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附图10：一采区轨道上山下部车场压风系统图
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附图11：一采区轨道上山下部车场通风及监测系统示意图
TTT
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附图12：一采区轨道上山下部车场供电系统示意图
一采区轨道上山下部车场供电系统图25mm2＋MY-3×351×16 60m10mm2IZ=7AIZ=35AId=280A16mm225mm2PC5I喷射机P-60耙装机4mm2IZ=48AId=296AIZ=5AId=56A信号照明综保
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附图13：一采区轨道上山下部车场排水系统图
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附图14：一采区轨道上山下部车场运输系统图
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附图15：一采区轨道上山下部车场避灾路线图
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附图16：一采区轨道上山下部车场放炮警戒布臵图
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