煤矿一水平轨道下山作业规程

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

本巷道为一水平轨道轨道下山。

二、巷道用途

存担H610以下采面的材料等轨道工作。

三、巷道性质

开拓巷道。

四、设计施工长度、服务年限

一水平轨道轨道下山设计长度为：210q服务年限：2.5年

五、巷道位置

巷道开口高程+143网沿16煤层倾向方向掘进，掘进方位角152

2217o

六、开竣工时间

开竣工时间：2012年n月2日〜2012年12月10日。

第二节编写依据

一、设计方案

根据公司设计方案，编写本作业规程

二、地质说明书

工程名称一水平轨道轨道下山

开工位置12主轨道下山迎头掘进，标高+143Z

周围该巷道的东面为保安煤柱，上下均未开米，西面未开

开采米。

情况

地面地面距该巷道的垂直距离为120至140米。该工作面

建筑开米以后对地面影响不太大，在回来之前必须对村民

情况住房进行测量，留足保安煤柱，避免以后造成地质灾

害引起其他事故。

巷道顶底板1逑层直接顶为泥岩，厚度为0.8米，老顶为细砂岩，

及穿煤层情厚度为8米以上；底板为泥岩，岩厚为0.2米，再往

况以下为粉砂岩，厚度大于3米。

瓦斯、煤尘该矿井为高瓦斯矿井，根据徐州第一设计公司提供的

及自然发火数据，16檄层掘进的绝对瓦斯涌出量为0.2%iin,煤

情况尘无爆炸性，属于不易自燃发火。

地质构造情该巷道掘进会遇一断层，该断层落对本工作面的施工

况的影响不大。

三、矿压观测资料

矿压观测资料暂无。

四、规程、规范

《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规定》

等。

第二章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

本掘进工作面位于润丰煤矿16号煤层主轨道下山向上40m处开

口。标高为+143Cm,掘进断面7.36m1净断面6.6m2,巷道为矩形

断面，在断层附近及顶板破碎地段采用11舐字钢支护。本巷道沿16

号煤层倾向掘进，方位角1522217°o设计工程量为210m

第二节矿压观测

一、锚杆锚固力检测

自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以

检验顶板支护效果，并将检测结果记入专用记录本中备查。抽检指标

为：顶锚杆锚固力不得低于60m发现不合格锚杆，必须在其周围

20chm的范围内补打合格锚杆。

二、巷道表面位移观测

施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进ICta

后设一组检测断面，两组检测断面之间的距离为3cm每组检测断面

设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线处各设一个。每24小时检测一

次，并将检测结果记入专用记录本中备查。每个检测点自设立之日起，

连续检测时间不少于7d,之后按每7d检测一次再检测一个月。

第三节支护设计

一、巷道断面

1、断面为直角矩形,其净断面尺寸为：宽3.如高2.地断面积6.

二、支护方式

（一）永久支护

巷道永久支护采用锚网+钢带（钢筋梯）进行支护，锚杆采用等

强度左旋螺纹钢树脂锚杆，锚杆间、排距为80CtaX80Ctaio每根锚

杆使用叁卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于70chm，锚固剂型号

为NSC2335b网为①2nm的钢丝网，网的规格为2000mn，宽lOOOmi）

网格度为lOCtalX10CM网要压茬连接，压茬长度为10CM并做到

用细丝三花连接，且连接牢实，钢带使用①10nm螺纹钢制成，长3000

宽150mu

（二）按悬吊理论计算锚杆参数

1、锚杆长度计算：

kW-L1+L2

式中：L—锚杆长度，m;

H一冒落拱高度，m;

K—安全系数，一般取2;

L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m;

L2—锚杆外露长度，一般取0.Imo

其中：2f=2.3=0.47m

人巷道掘进跨度，m1普氏岩石坚固性系数，取3

贝ij:gx0.47+0.4+0.1=1.44m

施工时取上1.8mo

2>锚杆直径的确定：

根据材料力学计算锚杆直径为：

W4.41%XJb

式中：D-锚杆直径，nm

片锚杆截面载荷，取105M

J—螺纹钢锚杆屈服点，取410VPa

则：DV4.4X105X10#.142X410=18.9nm

施工时取氏l&rnio

3>锚杆间、排距计算：

a=V

l锚杆间、排距,q

Q一锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=i3.5KN

Y一被悬吊岩层的重力密度，取22.54KWb

贝ij:a=V43."X0.63X22.54=1.24m

施工时取a=^0QmK1.24m，间、排距选择合理。

4锚杆支护密度校核验算：

⑴沿巷道掘进方向煤层顶板选取3.Cm的支护断面进行验算，锚杆

支护密度为80cmlX80chm，则该范围内有0.8排共计11根锚杆（每

根锚杆设计锚固力为43.5KN）,因此总锚固力为：尸总=11><

43.5八.8=^8.82to

⑵该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取

最大密度为2.3g/bn3）为：G围=2.7X3.lx2X2.3=38.5to

⑶尸总＞6围，故所选支护密度适合。

通过以上计算，选用直径18nm长度为1800mn的等强度螺纹钢

锚杆，锚杆间、排距均为800mx800nm能满足支护要求；

在顶板破碎地段采用H围:字钢（棚距800mi）进行加强支护。

㈢临时支护

⑴巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬

砰危岩后，采用临时支护形式。

前探梁临时支护形式、材料、规格及要求：

采取前探梁临时支护。前探梁为400Ctain密:字钢梁，中心线左右

60chm处各一根；每根前探梁必须使用二个在一条直线上（该直线与

巷道中心线平行）的前探梁钩悬挂，且前端前探梁钩距迎头距离不大

于20（hmo掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及

10根符合要求的半圆木（5Ctai厚的木板）。前探梁拆下后，必须整齐

码放在巷帮部距工作面不得超过10mo

⑵临时支护后为永久支护。永久支护距迎头最大控顶距2.Chi,最小

控顶距0.4mo

⑶临时支护与永久支护的关系：当控顶距＜。也1时，只采用临时支

护；当控顶距＞0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。

第四节支护工艺

一、锚网支护

（一）支护材料

1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强度左旋螺纹钢锚杆，直径为18nm

长度为180加锚杆间、排距为80CtaX80cmlj每根锚杆均使用叁卷

树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于VOChm锚杆必须出扣，外露长度

<5cmi1托盘为正方形，规格为130mx13chi用ICtan钢板压制成

弧形。树脂锚固剂直径为23啊每卷长度为350rm;型号为NK2335b

锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否

合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、

弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯短注入的现象。

2锚网为直径2mli的菱形网，网的规格为长200Cta3宽lOOCta;网格

度为lOCtaiiKlOOmi）网要压茬连接，压茬长度为100m）并做到每道

必连且连接牢实。

（二）锚杆安装工艺：

1、打锚杆眼：

打眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时

必须先进行处理；打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮，找掉悬

砰危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超

过lOCta）眼向误差不得大于15o锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度

短5Ctai为宜。打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依

次进行。

么安装锚杆：

安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作

人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。然后铺网，用锚杆顶住树

脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底,注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆,

以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽，用

带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆钻机带动

锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间

为2X40s,直至锚杆达到设计深度。再等3min左右，开动锚杆钻机

拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。锚杆锚固

力不低于60KN15min后可进行锚杆拉拔力测试。

3＞质量要求：

锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道轮廓线，

靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75o锚杆必须横成排、纵成线。

锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。锚网支护

应紧跟迎头。

4特殊支护工艺及要求

(1)、炮掘够一个循环进度一工作人员用长柄工具处理顶帮活砰、

活煤，并进行敲帮问顶一前移临时支护一铺木板一接顶严实一永久支

护。每移动一次前探梁都必须检查是否合格。

(2)、永久支护紧跟迎头。待煤(肝)渣运出后，即可在临时支

护下挖柱窝架设永久支护并背帮、顶。

(3)、巷道背帮接顶必须严实。使用n新用工字钢支护时(梯

形断面)，棚距为80ctoi

第三章施工工艺

第一节施工方法

巷道掘进采用人工爆破掘进，使用锚网或n就用工字钢支护。

工作面采用普通爆破，楔形掏槽，全断面必须分次装药，分段分次起

爆。

迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺

序找掉活砰危岩，然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。

第二节掘进方式

1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。采用全断面分次爆破的

方法。

2钻爆工艺流程：

钻眼前的准备（检查瓦斯）一空顶段敲帮问顶一临时支护一钻眼

一检查瓦斯一装药联线一检查瓦斯并撤人设警戒一爆破一检查瓦斯及

检查爆破效果一洒水消尘、维护顶板临时支护一出煤（肝）一永久支

护一清理工作面卫生。

3.钻爆工序要求：

1）钻眼前，必须详细检查迎头ICm范围内的瓦斯及支护情况，发

现问题及时处理。

2）必须依据中线在工作面按规定布置眼位。

3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式

钻眼。

4爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。

5）爆破采用正向装药，联线方式为串联，使用毫秒延期电雷管，

不低于三级的煤矿许用乳化炸药，第一段与最后一段的间隔时间不得

超过13Cms,每眼使用1〜2个水炮泥。

6爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点和贯通地点的各个

通道口及爆破撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒。每一警戒点

安排2人放警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知爆破

员及班组长，已设好警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装

药爆破，爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。

第三节爆破作业

采用普通钻爆法施工工艺。使用电煤钻，2v麻花钻杆。掏槽眼装

药量为0.2*3*02.4Kg辅助眼及周边眼装药量为0.2*2*13=5.2Kgi

循环爆破炸药消耗量为7.6%炮眼布置图与爆破说明书如下：

第四节装载与轨道

一、装载与轨道方式

1、炮掘时采用人工装研（煤）入刮板轨道机，经轨道轨道机运出。

A材料及设备轨道：材料及设备采用架子车（矿车）装运，配合

调度绞车轨道。

二、轨道设备的铺设及安全设施

（一）轨道设备的铺设

1、轨道枕木必须铺在实底上，掘进巷道轨道使用15k以n单轨铺

设，轨距0.6可轨道外缘距两帮设备及风水管间距不小于500rmi要

求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过1断叫内错差不

超过5mB道枕间距不大于100加叫并且轨枕必须垫实。

2不同轨型要集中铺设，严禁不同轨型钢轨混用。

3,轨道沿线要保持清洁无异物，并且要保证道岔使用灵活可靠。

（二）安全设施及要求

1、斜巷轨道安全防护设施必须齐全有效，防跑车装置和跑车防护

装置必须灵活可靠。

2斜巷轨道，下部车场必须设置躲桐。

区绞车钩头和插销，必须使用试验合格的产品，严禁使用不合格

的连接装置。

4绞车轨道保险绳、车尾巴等安全设施必须齐全有效。

（三）装载设备轨道方式

1、人工擢煤（研）一刮板轨道机一轨道输送机一绞车提升一地面。

A材料及设备轨道：材料及设备采用架子车（矿车）装运，调度

绞车轨道

第五节管线及轨道敷设

各类管线、轨道设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、抽放管、电缆、枕木及轨道按巷道断面图

布置。

2风筒吊挂靠下帮，要求做到逢环必挂，不得转急弯。风筒出风

口距工作面迎头不大于5m

A风管、水管用铁丝吊挂捆绑在巷道支架上，每隔卜5mM一道,

悬挂高度不低于0.5可距工作面不超过2cm必须吊挂牢固。

4各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。

第六节设备与工具配备

机械设备配备表

序号名称型号、规格使用台数在籍台数备注

1风煤钻玲1

2综保P280-2.5Z2

3局扇2X15KV2

4电话CB-201

5发爆器MFB-1002

6风镐1

第四章生产系统

第一节通风

一、通风方式

采用压入式通风，用对旋式轴流局部通风机送风。供风距离25cm

二、掘进工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算：

Q=1OOXqX1^=100X1,2X1,7=204rf/nin

式中：Q掘进工作面实际需要风量，nl/hin;

100-一单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换

算值；

q--掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.2rf>in;（根据矿井瓦

斯涌出量估算）

k-―掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，一般可取

1.70

么按炸药量计算：

5X7.6=19ftn/^nin

式中：Q掘进工作面实际需要风量，ni^nin;

25-―每千克炸药不低于25宿的配风量；

A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg

A按人数计算：

Q=4xn=4x15X2=120mXnin

式中：Q掘进工作面实际需要风量，宿/nin；

4---每人每分钟不低于痴/nin的配风量；

n-―掘进工作面同时工作的最多人数。

4确定掘进工作面实际需要风量：

确定掘进工作面实际需要风量：204*1.2=244.&n/fnia

工掘进工作面风量、风速测算：

(1)根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算巷道风速

为：辛Q6

=^44."66X60

=0.62n)/s>0.25n)/s

式中：V-一巷道风速，n^s;

Q--巷道风量，ni/nin；

s-一巷道断面积，戊

(2)根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、

半煤巷最低允许风速为0.25n^,最高允许小，以上计算出的巷道

风速为0.62n>《，符合《煤矿安全规程》规定。

三、设备选型及局部通风机的安装地点

根据以上计算，选用FH邓L5.6*15局部通风机两台，风量

28A43Crf/nin,电压38Q/660Y转速2930Mnia局扇通风机必须

实现双风机、双电源，一台工作，一台备用。

局部通风机安设在轨道下山防突风门外。

第二节瓦斯治理

1、必须加强局部通风机的使用管理，掘进头停工时不准停风，因

检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必

须检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓

度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。必须加强风筒的使

用管理，风筒不能出现漏风，风机进风口和风筒出风口不能有阻碍物,

保证迎头的风量，以防发生瓦斯积聚。

2因停电或其他原因停风时间较长时必须及时封闭巷道，作业前

必须先进行瓦斯排放，只有待瓦斯浓度降到LC%以下，确认无危险

后，方可恢复工作。

A瓦斯排放规定：停风区瓦斯最高浓度在3.%以下按我矿制定

的瓦斯排放措施进行排放。停风区内瓦斯浓度超过3%时，必须制定

瓦斯排放措施，报经矿技术负责人批准，并由矿安全科组织人员进行

排放，瓦斯排放必须切断回风流中的所有电源，并撤出迎头作业人员。

4作业时，每班必须配备瓦检员，瓦检员必须携带光学瓦检仪。

同时必须坚持“一炮三检”的瓦斯检查制度，并填写好瓦斯检查记

录，巡检员对作业点瓦斯检查记录进行监督、检查、审核、并签字。

跟班矿长、队长、班长必须随身携带便携式瓦斯报警仪。

工每班瓦斯检查不少于3次，迎头瓦斯浓度达W,必须停止

作业，采取措施，使瓦斯浓度降到1型下时，才能进行作业。瓦斯

浓度达到或超过L5用寸，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，

报告调度室，待有关部门采取措施，处理后才能作业。

6该掘进工作面必须安设二个瓦斯监测监控探头，一个探头安在

风筒另一侧的巷道顶部，距迎头退后5米范围内，另一个探头安设在

该巷道内。探头随掘进的推进由瓦检员移动，放炮时必须同电器设备

一起撤到安全地点，迎头瓦斯探头设定报警浓度呈0.8%,断电浓度二

1.C%,复电浓度小于1.%,断电范围：掘进工作面除风机外的所有

电器设备。回风流中瓦斯探头报警浓度叁0.%,断电浓度＞1.%,

复电浓度小于1.0%o

第三节防治煤与瓦斯突出

一、工作面突出危险性预测：

1、工作面突出危险性预测、效果检验均采用钻孔钻屑量和钻孔

钻屑瓦斯解析值两项指标进行考察。预测（效检）临界指标见下表：

钻屑瓦斯解析值最大钻屑量

危险性

KSiax

>0.5湿煤0.4)ml%min>6kg/4n有突出危险性

<0.5湿煤0.4)ml%min<6kgAn无突出危险性

2采用钻孔钻屑量、钻孔钻屑瓦斯解析值预测（效检）时，采

用风煤钻在工作面施工3个直径为42nm深为410m的效果检验孔,

预测（效检）钻孔应布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部,

并平行于掘进方向；另两个钻孔终孔位置应位于巷道轮廓线外2〜4m

处。

3.施工预测（效检）钻孔时，钻进速度应控制在1.（Mnin,钻

孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证预测（效检）钻孔在全

煤层中钻进。钻孔每2m测试一次K值和每1m测试一次钻屑量S值。

4瓦斯钻排钻孔布置的原则就是保证将钻孔布置在煤层中，钻

孔倾角与巷道底板、顶板平行或根据煤层的厚度向上或向下倾斜。

&该工作面按突出威胁区进行管理，连续进行两次预测预报指

标不超限时，可批掘。

二、工作面防治突出措施：

1、巷帮钻场钻孔抽放

⑴、巷道在掘进过程中，必须采取边掘边抽的方式治理瓦斯。

在巷道两帮每隔4Cta施工一瓦斯抽放钻场，上下帮钻场相互错距

抽放钻场的规格尺寸为：深X宽X高=3nX3nX2.On通防队

在钻场内施工的抽放钻孔用压风泵或便携式注浆泵封孔，且封孔深

度为8m

（2）、钻孔倾角根据实际揭露煤层情况由防突班调整后报总工

程师审批。

上、下钻场抽放钻孔布置见设计。

（3、通防队严格按设计施工钻孔，若放炮后瓦斯超限，掘进

队必须在两帮施工抽放钻场，钻孔超前工作面的距离不得小于3Cta

2在施工各种钻孔（抽放钻孔、排放钻孔、爆破孔）时出现夹

钻、卡钻、顶钻、喷孔时，要立即停止施工并汇报调度室，由矿领导

和有关部门研究治理方案。在炮后瓦斯浓度超过2域绝对瓦斯涌出量

大于1曲/nin时，由矿领导和有关部门研究治理措施。

三、防治突出措施效果检验

1、对防治突出措施效果的检验方法与本措施预测预报方法相同,

均采用钻屑量和钻孔钻屑瓦斯解析值对工作面进行效检，效检钻孔布

置与预测钻孔布置方法相同，详见附图《预测（效检）钻孔布置示意

图》。

2若有任何一次考察验证有突出危险时，必须采用深孔松动爆

破、排放钻孔排放措施进行消突。

区工作面施工中：

①遇有断层、褶曲、煤层倾角、厚度急剧变化时；

②施工各种钻孔有喷孔、夹钻、顶钻、卡钻时，掘进队必须及

时向调度室汇报并安排进行防突考察；

③遇有炮后瓦斯浓度超过2«炮后绝对瓦斯涌出量大于

1面/nin时，监控室要及时向调度室和通防队汇报并安排进行防突考

察，且不论考察指标是否超限，都必须采取深孔松动爆破措施，并留

有5mB勺深孔松动爆破超前距离，采取安全措施后施工。

四、安全防护措施：

1、该巷掘进时，回风系统严禁设置调控设施，必须保持回风系

统畅通。按要求迎头5Cta范围内配备2个完好的灭火器。

2压风自救装置必须安设在掘进巷道的压风管路上，压风自救

装置的总开关要处于常开状态，单个压风自救装置的开关要处于常闭

状态，不得随意关闭压风自救装置的供风。每一组压风自救装置X8

个气袋，每个压风自救装置的供风量不得小于/（nin个）。工作

面2X40m范围内安设一组，往后每50m安设一组压风自救装置，迎

头5chi范围内的压风自救装置由通防队负责安设，掘进队负责前移维

护，其他地点的压风自救装置由通防队负责维护。

3,每一入井人员必须随身携带隔离式自救器。班组长以上管理

人员、放炮员、流动电钳工下井必须携带便携式瓦斯报警仪。防突考

察工必须携带108光学瓦斯检定器，用于测定孔内瓦斯含量。

4该巷施工放炮时：

(1)操纵放炮器给电放炮的地点设在防突风门巷反向风门外，放

炮时回风系统中必须停电、撤人。

⑵停电范围：放炮时必须停掉工作面内轨道轨道机、刮板轨道

机的所有非本质安全型电源，停送电工作由掘进一队负责，调度室统

一协调指挥，机电队负责提供供电系统图。

⑶警戒位置：放炮时放炮点设岗位置在防突风门反向风门外，

H612回风联络巷与11610采面回风上山交叉处，

⑷撤人站岗：放炮前掘进队班长负责撤人，把人员全部撤到防

突风门反向风门外局扇处并站岗，安排两人到H616回风联络巷与

H610采面回风上山交叉处站岗，不许任何人员进入放炮回风区域，

到位后向调度室汇报撤人站岗及反向风门关闭情况。站岗点必须设置

“三保险”(警戒人、警戒绳、警戒牌)。

⑸必须在防突风门外设置电话和设置压风自救装置，压风自救装

置每处不少于8个。

(6)严禁在工作面迎头100m范围内使用固定放炮母线，每次放炮

前班组长、放炮员要认真对放炮母线进行检查，接头要用绝缘胶布包

扎牢固，杜绝明接头。放炮母线必须有1.5而两芯铜芯绝缘线。严禁

放炮母线与导电体相接触，严禁放在电器及开关上。放炮母线不准与

电线、电缆、信号线同挂一侧；必须同挂一侧时，要挂在电缆下方，

保持0.3m以上的距离。

⑺严格按照《一水平轨道下山掘进工作面作业规程》中的爆破

图表进行打眼、装药。爆破前所有不装药的孔洞必须用不燃性材料充

填，充填深度不小于爆破孔深度的0.5倍。

(8)爆破必须采用铜脚线的毫秒电雷管，雷管总延期时间不得超

过130ms,严禁跳段使用。雷管脚线要按要求相互扭紧，并用绝缘胶

布包裹。

(9)每次装药放炮前，当班班长要安排专人检查工作面局部通风

设施、隔爆设施、瓦斯传感器等安全设施完好情况，跟班电工负责检

查电气设备的完好情况，确认完好后向班长汇报。

(10)每次放炮前，当班班长必须安排专人对爆破地点2cm范围内

巷道进行洒水灭尘，放炮前派专人打开工作面5也1范围内和回风流中

的净化水幕。

(11)放炮前，瓦检员必须向监控室打电话汇报工作面瓦斯和局扇

运行等情况，只有在局扇运转正常、工作面瓦斯小于联寸方可起爆，

否则不准起爆。

(12)严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，严格执行

瓦检员、放炮员放炮“双汇报”制度。

(13)爆破必须采用全断面一次起爆，爆破后30min,瓦检员用电

话同地面监控室联系，查问一水平轨道下山工作面和回风流中的瓦斯

情况，只有在F、工瓦斯含量分别低于W,由瓦检员在前、班组长

在中、放炮员在后一同到现场进行检查验炮，正常时方可送动力电，

其他人员方能进入施工。发现拒爆、残爆等异常情况时，必须立即汇

报调度室，并由现场跟班矿长或班长安排落实专人按《煤矿安全规程》

之规定进行处理。

工一水平轨道下山工作面及回风系统内的电气设备严禁失爆，

严禁使用不防爆或防爆性能不合格的电器设备。掘进队必须每班要求

派专职电工检查一次所有电器设备的完好情况，机电队至少每旬检查

一次该工作面及回风系统的电器设备防爆情况并有记录。

6—水平轨道下山工作面施工期间，通防队必须设置专职瓦检

员，负责按规定检查工作面、回风流的瓦斯浓度。

施工抽放钻孔时，在钻场上方必须悬挂便携式瓦斯报警仪，

随时检测钻场内的瓦斯浓度，施工时钻孔中出现喷孔、卡钻、顶钻、

夹钻、响煤炮、瓦斯涌出忽大忽小、瓦斯浓度持续上升、矿压显现等

明显的突出预兆时，必须立即停止施工，切断电源撤出人员至防突风

门外的进风流安全地点，并立即向调度室汇报。

&工作面进行防突考察时，只准使用同一台钻机施工钻孔，钻

孔施工考察期间，严禁其它工作与之平行作业，以防伤人。

9.防突考察所用钻机、防突考察仪等必须随时保持完好。对磨

损、变形严重的钻具一律停止使用。

la一水平轨道下山工作面60m以外200m以内必须按规定安设

合格的隔爆水棚，隔爆水棚的间、排距、水量、棚区长度等要符合《安

全专篇》规定。

11、机电队要加强局扇及开关的维护保养，必须保证局扇能正常

开启运行，放炮时必须开启两级电机，保证有足够的风量使炮后瓦斯

不超限。

U炮后瓦斯超限时由通防工程师或总工程师牵头组织通防队、

技术部、地测人员、调度室、安监部、掘进队等单位进行分析，查找

超限原因，采取相应措施，防止再次超限，并作好记录备查。

H遇炮后瓦斯浓度超过次寸，必须等炮烟吹散，瓦斯浓度降

到1纵下后，方可进入工作面作业。在巷道迎头施工浅孔排放孔，排

放钻孔直径为75nn）深度为钢排放时间不少于4个小时。

14工作面需防突考察时，掘进队要提前1小时向调度室汇报，

由调度室通知通防队及时入井进行防突考察。考察时通防队和掘进队

要配合好。

n掘进队要严格按批掘进尺组织施工，严禁超掘，通防队防突

考察工要在现场做好防突考察循环进度控制点，控制点以巷道的导线

点为准。掘进队要加强深孔松动爆破的管理，严格按本措施设计参数

组织实施深孔松动爆破消突措施，严格控制深孔松动爆破后的掘进进

尺，确保在5m超前距离的保护屏障下安全施工。

16在一水平轨道下山的施工中，掘进队要加强对抽放钻场的支

护，对地质构造变化带等特殊地段要加强支护。

n防突考察无突出危险时按措施规定批掘即可，若防突考察有

突出危险时必须由调度室汇报总工程师和通风工程师。防突考察工升

井后不论疲劳程度如何，必须将批准的《突出预测预报（效果检验）

报告单》及时发放，报告单上必须注明考察时钻孔内瓦斯浓度和是否

有瓦斯涌出异常、喷孔等现象，并注明所用防突考察仪器型号、考察

里程位置等情况。

1&《突出预测预报（效果检验）报告单》要送通防队、调度室、

掘进队、技术部，通防队留存原件。掘进队没有接到调度室的通知不

准打眼放炮施工。

19.通防队要加快一水平轨道下山的钻孔施工进度和瓦斯抽放管

理，抽放系统放水要及时，保证抽放效果。

2a瓦检员和施工人员要熟悉突出预兆及避灾路线，发现有关预

兆时，必须立即停止工作，将人员撤离到主、副井并及时向调度室汇

报。

21、一水平轨道下山钻场和迎头严禁同时放炮以防冒顶诱导突

出；处理瞎炮和残炮时也必须严格执行远距离放炮制度。

22避灾路线：

一水平轨道下山若发生瓦斯事故险情或突出预兆时，当班班长必

须组织当班人员按下列路线撤退：

工作面一—水平轨道下山一主井一地面。

五、突出预案：

1、一旦发生突出事故，调度室及时命令机电队配电所值班电工

立即切断井下所有动力电源，并把所有人员撤到地面安全地点。

2调度室要及时通知救护队作好下井的准备。

区调度室立即通知井下各工作地点的瓦检员按避灾路线把人员

全部撤到地面。

4监控室要加强井下瓦斯监测，发现异常情况及时汇报调度室

和通防队，并由调度室通知相关单位和领导。

%煤与瓦斯突出预兆：

(1)有声预兆：

①煤层发生劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮；

②煤壁发生震动或冲击；

③顶板来压、支架发生断裂声。

⑵无声预兆：

①煤层层理紊乱、煤质变软、煤暗淡无光泽、煤壁发亮；

②工作面顶板压力增大，煤壁被挤出、片帮掉渣、顶板下沉或底

鼓；

③工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷钻等现

象。

六、防突组织机构与职责：

1、为做好防突工作，矿成立防突领导小组，领导小组办公室设

在技术部，负责协调防突的相关工作。

2相关部门职责：

①掘进队：负责现场一切安全设施的日常管理；发现顶底板岩

石及倾角发生变化必须及时汇报调度室；在施工打眼时发现有顶钻、

喷孔、钻孔出水、顶板淋水增大现象时要及时向调度室汇报，没有接

到调度室放炮命令严禁放炮施工；现场班组长要汇报调度室放炮的具

体时间、地点，由调度室统一协调安排放炮工作。

②地测部门：分析掌握煤层的产状，对煤厚发生变化或遇有断

层构造时及时进行通报，对施工前方的地质构造进行预测预报。

③通防队：每旬要对“一通三防”设施（包括栅栏、防突风门、

压风自救装置等）进行一次检查，及时构建、维护保养好通风设施，

及时进行防突考察。施工抽放钻孔时发现钻孔喷水、瓦斯喷孔、顶钻、

夹钻等现象及时汇报调度室和通防队领导。

④技术部门：必须根据现场围岩变化情况及时确定支护方式和

对现场爆破技术进行指导。

⑤机电部门：负责对一水平轨道下山内的电气设备、每旬进行

一次防爆检查并有记录。

⑥调度室：负责整个掘进期间的协调指挥（包括考察、停送电、

撤人站岗、放炮等工作），没有调度室命令，一水平轨道下山严禁擅自

放炮施工；对出现的异常情况及时通知相关部门单位和领导。

⑦安监部门：组织好抽放工的抽放系统放水工作，跟班安全员

负责监督防突措施的落实，没有按照措施落实的，严禁放炮施工。

第四节压风

本工作面压风源来自地面工业广场压风机房，该机房安装型号为

LGTO—压风机一台，电机功率为55K¥承担井下所有工作面用风,

通过压风管路到达掘进工作面用风地点，主管的管径为①100,支管管

径为中5CL

第五节综合防尘

防尘供水水源来自地面井口工业广场水池，工作面供水管直径不

小于W5Cta3保证水质清洁，水中悬浮物含量不得超过150mg/色粒

径不大于0.3mu严格执行掘进工作面综合防尘洒水，具体规定如下:

1、防尘管路铺设:防尘管路在风井筒内每隔50m设一个三通阀门,

在掘进巷道内每隔5chi设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流

线性漏水，三通阀门必须上手把，手把必须安在人行道一侧。

2净化水幕

(1)距工作面正头5cm范围内安装一道净化水幕，距巷道开口

3cm以里安设一道净化水幕。

(2)净化水幕水管：①水管的长度不得小于巷道宽度8%②水

管要安装在距顶板不超过30cm的位置；③水管的两端各安装一个喷

嘴，其余喷嘴间距3卜40cm

(3)喷嘴的方向：①距巷道口3Cta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范围内的净化水幕水管喷嘴方向与风

流方向相反；③喷嘴方向要略向下，与巷道顶板基本平行。

人转载点喷雾

(1)所有转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，必须连接

阀门喷雾设施、管路接头，三通不得有流线性漏水，阀门必须安装在

人行道。

(2)喷嘴高度安在距转载点4卜50cm宽度20cm的位置，而且

喷嘴必须正对转载出研(煤)点。所有喷雾必须呈雾状。

4巷道冲洗：工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷

道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过2nH

巷道底板煤尘厚度不超过2mi）堆积长度连续不得超过5n）否则必须

进行清扫。每周定期冲洗一次。

第六节防灭火

1、在副井井口附近设置消防水池，消防水池保持不少于20Cri的

水量。将管路安设到规定的各个地点，井下消防管路系统应每隔100m

设置支管和阀门，且随时保持防尘系统完好，有足够的水量。

2电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、矿值

班人员作详细汇报。

A井口及通风机房附近20m范围内严禁烟火，严禁火种入井，严

禁使用失爆矿灯。

4巷内浮煤定期清扫，粉尘定期冲洗。

工巷道内不得从事电焊、气焊和喷灯焊接等工作。

6搞好井下电器设备的三大保护，加强电气火灾的防治。对各类

电缆要加强管理，防止电缆燃烧。严禁明火作业，严禁电气失爆。易

磨擦、撞击产生火花的地点要洒水降温。

7.如工作面或巷道内着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭

火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改

变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势

发展，应采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一

氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。

第七节安全监控

1、为加强工作面瓦斯管理，必须在工作面设置瓦斯监控设备，安

装1台分站，2个瓦斯传感器。

2在工作面距迎头5m处的回风侧且距顶板不大于0.2m距巷帮

不小于0.3m处设置1个瓦斯传感器，其报警值为0.8%(CH)0在掘进

工作面巷道回风口以里1卜15n#,距顶板不大于0.2m距巷帮不小于

0.3m处，安装1个瓦斯传感器，其报警值为0.8%(CH)0

区断电范围：当巷道内瓦斯超限时，切断巷道内全部非本安型电

器设备电源；当各测点瓦斯浓度达到0.於以下时，方可人工联锁开关

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风

机专供开关的电源侧。

4每班班长、安全员、瓦检员、电工及跟班队长、跟班矿长等必

须携带便携式瓦斯检测仪上岗作业。

工在井下安装一套人员定位跟踪系统，以便在发生事故后随时掌

握井下人员的情况，以便救援。

6安全监控系统示意图如下附图：

第八节供电

由于我矿目前已实现双回路，有两趟10KV电源，一趟由10KV农

网直接接入，一趟来自白泥乡变电站。一水平轨道下山掘进工作面局

扇供电必须实现风瓦电闭锁，瓦斯电闭锁由瓦斯传感器及分站完成，

局扇风机电源由地面直接供给，电源来自地面配电点。供电系统示意

图见附图。

第九节排水

根据《安全专篇》提供本矿井正常涌水量为&5d/h,最大涌水量

为25nMi左右，但根据岩层的赋存情况及目前的开采情况体现，目前

可施工水沟和临时水窝，在水窝内安设风水泵（潜水泵）排水-11轨

道石门水沟―风井一井底水仓。

第十节轨道

1、运煤系统：

工作面—主轨道下山一主井一地面。

Z材料设备轨道系统：

地面一副井一主轨道下山一一水平轨道下山一工作面O

第p通信

井下掘进工作面与矿领导、各区队、调度室、绞车房、车场、配

电室等地点通讯联系，采用程控自动交换机。矿用本质安全型壁挂话

机，每个电话机旁都配有全矿各部门的电话号码。通过通讯电缆敷设

到井下各地点。

第五章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

1、作业方式：三八工作制。

2严格执行交接班制度：

预期爆破效果

序号名称单位数量

1炮眼利用率%88

2每昼夜循环工作面进尺m5.4

3每循环爆破实体煤岩ni45.62

4每昼夜循环雷管消耗量个54

5每昼夜循环炸药消耗量25.2

6每米掘进巷道雷管消耗量个/h9.5

7每宿原煤（岩）雷管消耗量个1.3

8每米掘进巷道炸药消耗量kg/4n4.7

9每宿原煤岩炸药消耗量kg4ii0.64

10月进度m145

动组织配备表

人数圆班

序号工种备注

一班二班三班人数

1瓦检员1113

2安全员1113

3电工1113

4打眼、支护3339

5信号、排水1113

6班长1113

1088824

主要技术经济指标表

序号指标名称单位数量序号指标名称单位数量

1掘进断面米27.3616砌块消耗定额米3冰/

2净断面米26.617掘进煤量吨冰9.7

3巷道坡度%0/18日出勤人数人24

4工程量米3冰7.3619掘进工效率米ZT0.22

5昼夜循环个数个320工期月1.1

6循环进尺米1.821

7日进尺米加5.422

8月循环率%9023

9平均月进度米力14524

10坑木消耗定额米殊O0.J25

11炸药消耗定额公斤冰4726

12雷管消耗定额个保9.527

13钢材消耗定额公斤冰/28

14水泥消耗定额公斤冰/29

15砂子消耗定额米3冰/30直接成本元冰

(1)各班长必须认真组织、严格执行交接班制度。

(2)每个生产班必须由班长统一领工，做到集体入井、集体交接、

集体收工、集体出井。

(3)每个班入井前，必须由跟班矿长主持召开班前会。首先根据

上一班井下作业地点汇报情况，针对性地进行生产工作安排；二是进

行安全预想、讨评。班前会要准时、简明，完毕后排队更衣，排队入

井，要准时入井，安全准时到达作业地点。

(4)进入作业地点后，必须与上一班岗对岗、面对面交班，交不

清不能走。

(5)每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标

准化的要求，在本班内保质保量按时完成额定工作任务。

(。交班人员必须将当班安全生产情况、设备运行情况、材料配

件消耗和供需情况、遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接

清楚。

(7)交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。

(8)凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交

接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当

班按时进入正常生产状态。

(9)接班人员必须在交班人员在现场的情况下，按照设备与工程

质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细

致的检查。接班者对自己盲目接班后发生的问题要负全部责任。

(10交接双方班长要相互协调，如发生争执意见，必须及时向

本队队长或当日值班矿长汇报，并按值班矿长提出的协调意见执行。

第二节作业循环方式

、炮掘循环方式

炮掘正规循环作业图表

一班二班三班

工时间

序(nirj)

891011121314151616~0g8

1交接班10-

2安全检查10

3中线检查10

4打眼120

5联线、设岗40—

6放炮60

同同

安全及瓦

710

检

班班

8临时支护40

9洒水防尘10

10出渣（煤）80

11永久支护701

12文明生产20L

备注加强工作面的顶板管理，及时进行临时支护。

第六章安全技术措施

总贝IJ

必须严格执行煤矿三大规程，坚决贯彻“安全第一，预防为主，

综合治理”的方针，坚持“先安全后生产，不安全不生产”的原则。

加强对职工自主保安能力和技术业务水平的学习，做到安全、质量和

效益挂起钩来。各工种必须严格按本工种的操作规程操作，特殊工种

必须经有资质的单位培训合格后持证上岗。施工单位严格按巷道设计

施工，严格按质量标准化施工。严禁违章作业和违章指挥。在施工过

程中若发现地质情况发生变化，应及时汇报有关部门进行分析处理，

若发现与本规程有不适应之处，应及时反映以便及时修改和补充完善

本作业规程。

第一节一通三防

一、通风瓦斯管理

1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入

井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以

上的必须升井检修。

2局部通风机必须由指定人员负责管理。配有专职瓦检员的掘进

工作面，局部通风机由专职瓦检员负责管理。

3.一台局部通风机只准向一个工作面供风。一个掘进面最多允许

由两台局部通风机供风。

4严格风筒管理，风筒要吊挂平直，拐弯小于或等于9(f的应设

弯头，一台局部通风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补或更

换，风筒百米漏风率应控制在1仍以内。

工风筒出口到工作面距离不超过5m

&安装局部通风机要求距轨道大于505离地高度大于30cn;

局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积。

7.局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板和瓦斯检查牌

应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、

是否循环、是否实现“三专两闭锁”、负责管理人员姓名、检查时间、

风机入风量、有效风量率和瓦斯等内容。

&风筒的安装使用必须符合下列标准：

(1)风筒无破口，末端两节除外。

(2)风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查

处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。

(3)风筒拐弯处要设弯头(弯度小于或等于9Cf)o异径风筒要用

过渡节，先大后小，不准花接。

(4)风筒跨过轨道时，要保持风筒高于车沿20Ctai以上，防止车

辆砰渣碰撞风筒。

9.局部通风机必须实行“三专两闭锁”和双风机双电源。

m局部通风机不得随意开停，如遇突然停风，人员要及时撤至

风机以外的安全地点，并设置栅栏、揭示警标，严禁人员入内，由机

电工闭锁动力总开关。恢复正常时，首先由瓦检员按规定排瓦斯，并

检查瓦斯浓度，（瓦斯浓度超过3"以上时必须制订瓦斯排放措施，报

矿技术负责人批准。）无安全隐患后才准进入工作地点。排放瓦斯时严

格按有关规定执行。

口、掘进工作面风流是指掘进头到风筒出口这一段巷道中的风流。

距顶板20cm距煤帮30cm范围的瓦斯浓度达到2%体积大于0.5出的

空间，为掘进工作面局部瓦斯积聚。其2Cta范围内必须停止机器运转，

切断电源，除处理瓦斯工作外，禁止进行其他工作。

U掘进巷道无计划停电、停风的地点，必须切断电源，在盲巷

口设置栅栏、揭示警标，由专职瓦检员或安全员在盲巷口新鲜风流中

看守，任何人不得进入停风区，看守人员必须现场交接班。

13.加强瓦斯检查工作，杜绝瓦斯超限作业。瓦斯员必须坚守工

作岗位，按规定检查瓦斯，做到勤检多检，当工作面瓦斯浓度达到1%

时，必须停止风（电）煤钻打眼。放炮地点附近2Cta范围内的瓦斯浓

度达到0.硼寸，严禁放炮，当工作面的瓦斯浓度达到1.2嵋寸，必须立

即停止作业，切断电源，撤出人员，并向调度室汇报，请示处理。电

机及其开关附近2cm范围内风流中的瓦斯浓度达到1.2嵋寸，必须撤出

人员，停止电器设备的运转，切断电源，设置警标，并向调度室汇报，

请示处理。只有当瓦斯浓度降到0.跳A下时，方可人工送电进行开机

作业。

U掘进工作面必须安设瓦斯探头，一台监视正头瓦斯变化情况,

另一台监视回风瓦斯变化情况。

15.该掘进巷道以里所有电器设备电源，必须实行风电闭锁和瓦

斯电闭锁。

16停风时，工作面所有人员都要撤至新鲜风流中，送风排瓦斯

必须由通风人员进行，严禁“一风吹”，严格按排放瓦斯规定执行。瓦

斯排放完后，必须经瓦检员同意后才能送电。

H分别在正头5叫回风巷口以里15m内安设瓦斯断电仪。

瓦斯断电仪必须灵敏可靠。瓦斯监测探头距迎头距离为h1网放炮

前瓦斯员必须将探头撤放到安全地点、并且保护好、防止放炮冲坏，

放炮后瓦斯员必须将探头移回挂在规定的位置。

1&人人爱护通风设施，不得随意移动瓦斯监测探头。发现损坏,

及时汇报通风部门处理。

19.人员过风门时，必须随手关风门，井下所有正向风门必须联

锁，防止风流短路。

二、防尘管理

1、掘进工作面必须有完善的洒水系统，距工作面50m范围内必须

安装一道水幕，并且在距工作面2g3cm处必须设置爆破喷雾装置。

工作面爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于lOmin,爆破前后正

头必须洒水。掘进面各转载点喷雾设施的操作阀必须设置或用高压胶

管引接到人行道侧，便于操作。

2工作面巷道必须定期冲洗，煤