运输探煤巷掘进安全技术措施培训

运输探煤巷掘进安全技术措施培训勇于跨越追求卓越CONTENTS目录01工程概况与施工背景02支护技术规范与要求03掘进施工工艺与流程04通风与瓦斯管理CONTENTS目录05顶板管理与防冒顶措施06爆破作业安全技术07防尘与防灭火措施08施工安全管理与制度CONTENTS目录09案例分析与常见问题01工程概况与施工背景工程背景工程背景与施工目的

110301回风巷已掘至一采区西翼停采线位置，110301运输巷在掘进至测点A10+19.6m处时碰到断层将3#煤层断失。110301采面亚切眼已施工完毕，为探清切眼前方煤层赋存状况，结合现场掘露断层状况及探煤成果，决定施工110301运输探煤巷。施工前期准备

施工前先从110301亚切眼下出口往110301运输巷迎头方向5m的位置以5m的间距施工一个通风眼和一个溜煤(矸)眼，用于110301运输巷探煤巷掘进期间通风、行人、运料、溜煤(矸)。施工目的

为探清110301切眼前方煤层赋存状况，确保巷道掘进期间的安全，特编制本措施，以指导110301运输探煤巷的施工。

巷道设计参数与工程量01巷道掘进方向与坡度110301运输探煤巷正掘段以5‰的坡度沿3#煤层顶板掘进，反掘段以5‰的坡度沿煤层施工，方位角为°29′50＂，掘进至断层边缘或采区边缘后施工切眼与回风巷贯穿。

02巷道断面规格110301运输探煤巷净宽度（下）为2200mm，净高度为2000mm；通风眼、溜煤(矸)眼断面宽度（下）1500mm，净高度1500mm，均采用人工手镐掘进。

03支护方式与材料要求运输探煤巷采用梯形棚+木板+铁丝网联合支护，梯形棚选用11#工钢加工；通风眼、溜煤(矸)眼顶板好时用木棚+木板支护，顶板破碎时增加铁丝网，所用圆木直径不小于200mm。

04工程量与施工范围110301运输探煤巷预计工程量为177.5m，施工前需在110301亚切眼下出口往运输巷迎头方向5m位置，以5m间距施工通风眼和溜煤(矸)眼各一个，用于通风、行人、运料及溜煤(矸)。地质条件与施工难点分析断层构造影响110301运输巷掘进至测点A10+19.6m处遇断层导致3#煤层断失，需施工探煤巷探明前方煤层赋存状况，断层破碎带易引发顶板失稳。巷道布置复杂性需从110301亚切眼下出口施工通风眼和溜煤(矸)眼，间距5m，用于探煤巷掘进期间通风、行人、运料，多巷交叉作业增加施工协调难度。顶板管理难度探煤巷沿3#煤层顶板掘进，围岩稳定时最大控顶距0.8m（响炮前）、2.0m（响炮后），破碎带时分别缩小至0.7m、1.6m，需严格控制空顶作业风险。通风系统构建挑战采用压入式通风，需安装2×30kW对旋式局部通风机（一用一备），供风距离最长达650m，需确保风筒吊挂平直、漏风率控制在1%/百米以内。02支护技术规范与要求

梯形棚支护标准与材料规格梯形棚主体材料规格选用11#工钢加工梯形棚，棚子净宽（下）2.2m、净高1.8m，棚距800mm，允许偏差±100mm，每架棚子配4根拉杆。

搭接与背顶背帮要求棚梁与棚腿搭接处加木垫板或胶垫；顶帮与棚子间用厚度不小于50mm的木板或半圆木背紧，间距不大于200mm；顶板破碎时铺设铁丝网，网片搭接长度不小于100mm，每隔300mm用10#铁丝连接。

基础与稳定性要求棚腿必须架在实底上，进入巷道底板深度不小于280mm，严禁架在浮碴上；严禁出现棚梁凹凸不平、迈步不均现象，确保支架迎山有劲。01木棚支护技术参数与安装要求木棚材质与规格要求所用圆木直径不小于200mm，确保材质坚韧，无腐朽、裂纹等缺陷，以满足支护强度需求。02木棚结构参数标准净宽（下）1.5m、净高1.5m，棚距500mm，允许偏差±100mm，保证巷道有效断面符合设计。03搭接与背顶背帮要求棚梁与棚腿搭接处需合缝严密，顶帮用厚度不小于50mm的木板或半圆木背紧，间距不大于200mm；顶板破碎时加铺铁丝网，网片搭接长度不小于100mm，每隔300mm用10#铁丝连接成整体。04迎山角与柱窝深度规定木棚必须迎山有劲，迎山角度为3～5°；棚腿架在实底上，柱窝深度不小于280mm（允许偏差-20mm），严禁架设在浮碴上。05支护质量禁止情形严禁出现棚梁凹凸不平、迈步不均现象，确保支架整体受力均匀、稳定可靠，有效控制顶板及两帮围岩。

临时支护设置规范顶部临时支护要求采用2根长4m的15kg/m轨道作为前探梁，后端钻孔用大链吊挂于后方永久支护，前探梁上铺1500×200×50mm木板接顶，防止前探梁下滑伤人。

帮部临时支护要求使用Ф6.0钢筋制作的1800mm×1000mm钢筋网背帮，4根长4000mm的15kg轨道（一帮两根）锁在距迎头最近棚子上，轨道末端钻孔固定，14#铁丝绑牢钢筋网。

壁部临时支护要求采用同规格钢筋网背壁部，两根3寸钢管背住钢筋网并以14#铁丝固定，迎头打两棵木点柱支撑钢管，8#铁丝绑牢，壁部支护需在顶部临时支护掩护下进行。

特殊部位强化支护通风眼和溜煤(矸)眼开口时，在开口点附近5m范围内棚梁下各打一颗顶柱强化支护，确保开口处围岩稳定。

控顶距离严格限制围岩稳定时，响炮前最大控顶距<0.8m，响炮后<2.0m；围岩破碎时，响炮前<0.7m，响炮后<1.6m，每循环必须进行永久支护，严禁空顶作业。

支护质量验收标准梯形棚支护验收标准净宽（下）允许偏差±100mm，净高允许偏差±100mm，棚距允许偏差±100mm。棚梁与棚腿搭接处需加木垫板或胶垫，顶帮背紧材料厚度不小于50mm、间距不大于200mm，棚腿进入实底深度不小于280mm。

木棚支护验收标准圆木直径不小于200mm，净宽（下）1.5m、净高1.5m，棚距允许偏差±100mm。棚梁与棚腿搭接合缝，迎山角度3～5°，顶帮背实材料要求同梯形棚，棚腿进入实底深度不小于280mm。

联网及防倒装置验收标准铁丝网搭接长度不小于100mm，每隔300mm用10#铁丝连接牢固。巷道迎头10米范围内支架必须使用防倒装置，支架间连接装置规格数量符合设计，严禁出现棚梁凹凸不平、迈步不均现象。

控顶距及临时支护验收标准围岩稳定时响炮前控顶距≤0.8m、响炮后≤2.0m；顶板破碎时响炮前≤0.7m、响炮后≤1.6m。前探梁等临时支护必须有效接顶，空顶作业及支护不合格棚必须立即整改。03掘进施工工艺与流程

掘进方式与设备选型01爆破掘进工艺采纳打眼爆破全断面一次成巷方式，煤巷使用2台风煤钻，岩石段使用2台气腿式凿岩机（1台备用）。爆破采纳楔形掏槽，正向连续装药结构，使用MFd-500型发爆器全断面一次起爆。

02爆破参数设计围岩稳定时炮眼深度1.4m，松软时1m，直径Φ42mm。辅助眼7个（抵抗线550-600mm）、周边眼13个（抵抗线450-500mm）、底眼5个、水沟眼1个，严格控制装药量与封泥长度。

03除尘与防护措施实施湿式打眼、水炮泥装药，爆破时用水幕降尘，爆破后冲洗巷帮。选用三级煤矿许用乳化炸药和8号毫秒延期电雷管，电雷管必须编号并严格执行"一炮三检"制度。炮眼深度与直径钻眼爆破参数设计围岩、煤层稳按时炮眼深度为1.4m，松软时为1m；炮眼直径统一为Φ42mm。炮眼数目配置采用楔形掏槽，掏槽眼4个；辅助眼7个（最小抵抗线550～600mm，眼距550～600mm）；周边眼13个（最小抵抗线450～500mm，眼距450～500mm）；底眼5个（眼距500～700mm）；水沟眼1个。爆破器材选择选用三级煤矿许用乳化炸药、8号毫秒延期电雷管（总延期时间≤130ms），起爆器为MFd-500型，全断面串联起爆。装药结构要求采用正向连续装药，起爆药包位于炮眼外侧；水炮泥+40～60mm炮泥充填，炮眼必须填满封实，严禁反向装药。装岩与运输作业规范装岩作业安全要求装岩前必须执行敲帮问顶制度，处理掉顶帮活矸、危煤，确认安全后进行作业。大块矸石需用大锤砸碎，严禁用爆破方法处理大块。装岩过程中注意收集散落的炸药、雷管，及时交放炮员处理。刮板输送机操作规范溜子工应及时清理溜头溜尾积渣，集中精力操作。溜尾必须打牢双压柱，溜头打牢压柱，上下山靠抬棚口处的溜头除打牢压柱外还需用锚链固定。运煤过程中及时挖掏回煤塘，确保运输畅通。运输设备维护与管理定期检查运输设备的连接紧固情况、润滑状况及安全保护装置，确保其灵敏可靠。电缆、风水管路应吊挂整齐，不得妨碍运输和行人。设备运转时，严禁人员在设备附近逗留或跨越。运输安全防护措施运输巷道必须保持畅通，无障碍物。使用搪瓷溜槽溜煤时，应摆在巷道中间并从底梁下穿过，两边棚腿处用渣堆实。严格执行“行车不行人，行人不行车”制度，设置可靠的信号联络装置。

循环作业组织与管理作业循环流程规划采用"交接班→安全检查→掘进（打眼、爆破）→出渣→支护→延伸设备"的单循环作业流程，严格控制各工序衔接时间，确保正规循环率≥85%。

工序质量控制标准钻眼施工执行"五定五不准"（定人、定眼位、定角度、定深度、定装药量；不准套残眼、不准用手脚稳钻杆等）；支护作业确保棚距偏差±100mm，背顶背帮木板厚度≥50mm、间距≤200mm。

循环进度与控顶管理围岩稳定时炮眼深度1.4m，循环进尺1.2m，响炮后最大控顶距≤2.0m；顶板破碎段炮眼深度1.0m，循环进尺0.8m，控顶距≤1.6m，实现"短掘短支"。

多工序平行作业规定永久支护与掘进工作面保持安全距离，放炮时所有人员撤至警戒外；出渣与临时支护平行作业时，设专人监护顶板，严禁空顶区域交叉作业。04通风与瓦斯管理

通风系统设计与设备配置

局部通风机选型与布置选用2×30kW对旋式局部通风机，一台工作、一台备用，严格执行"三专、两闭锁"及"双风机、双电源"自动切换要求，确保风机连续运转，严禁无故停风。

风筒选择与安装标准采用Φ600mm胶质阻燃风筒向工作面供风，风筒出风口距迎头距离不得大于5m，确保工作面有效风量；风筒需吊挂平直，破损处及时修补，减少漏风。

风量计算与参数确定按瓦斯涌出量计算需风量256m³/min，按炸药消耗量计算需风量273.75m³/min，综合选取最大风量411.4m³/min，风速验算满足《煤矿安全规程》0.25-4m/s要求。

通风系统流程新风路径：11运输石门→110301运输巷→通风眼→110301运输探煤巷工作面；乏风经工作面排出，确保风流稳定、无循环风。风量计算与风筒管理按同时工作人数计算风量计算公式：Q=6N，其中N为工作面同时工作的最多人数。按10人计算，Q=6×10=60m³/min。按瓦斯涌出量计算风量计算公式：Q=100×q×k，q为估计最大瓦斯涌出量1.6m³/min，k为瓦斯涌出不均衡系数1.6，Q=100×1.6×1.6=256m³/min。按炸药消耗量计算风量计算公式：Q=25A，A为一次起爆最大炸药量10.95kg，Q=25×10.95=273.75m³/min。风筒选型与安装要求采用Ф600mm胶质阻燃风筒，吊挂平直，出风口到工作面距离符合规定，确保供风连续稳定，杜绝漏风、循环风现象。瓦斯监测与防治措施瓦斯浓度监测要求作业过程中，必须使用便携式瓦斯检测仪连续监测工作面及回风流中的瓦斯浓度。迎头20m范围内瓦斯浓度超过1%时，严禁放炮；超过1.5%时，立即停止作业，撤出人员，汇报处理。“一炮三检”制度执行爆破时，瓦斯检查员、爆破工、班组长必须在现场执行“一炮三检”制度，即装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯浓度，确认瓦斯不超限方可进行相应操作。瓦斯超限应急处置当瓦斯浓度达到或超过规定限值时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，并报告调度室。严禁在瓦斯超限情况下继续作业或强行送电。监测设备维护必须确保瓦斯探头、监测电缆等监测设备完好有效，按规定进行校准和维护，保证监测数据准确可靠，发现异常及时处理。

“一炮三检”与“三人连锁”制度01“一炮三检”制度的定义与执行节点“一炮三检”制度是指在爆破作业的装药前、爆破前、爆破后三个关键节点，必须由瓦斯检查员检查工作面及回风流中的瓦斯浓度，确认瓦斯浓度不超过1%时方可进行相应作业。

02“三人连锁”放炮制的人员组成与职责“三人连锁”放炮制由爆破工、瓦斯检查员、班组长三人共同执行。爆破工负责爆破操作，瓦斯检查员负责检查瓦斯浓度，班组长负责现场指挥和警戒，确保爆破安全。

03“一炮三检”与“三人连锁”的协同实施流程爆破前，班组长布置警戒并下达爆破命令，瓦斯检查员检查瓦斯合格后将“爆破牌”交给爆破工；爆破工做好爆破准备后将“警戒牌”交给班组长；班组长确认警戒到位后将“起爆牌”交给爆破工，方可起爆。爆破后，三人共同检查现场安全。05顶板管理与防冒顶措施

敲帮问顶制度与执行要求敲帮问顶制度的定义与重要性敲帮问顶制度是指在进入作业地点前及作业过程中，使用长柄工具检查顶帮围岩稳定性，及时处理危岩悬矸，防止冒顶、片帮事故的重要安全制度，是煤矿顶板管理的首要环节。

敲帮问顶操作原则与顺序必须坚持“先外后里、先顶后帮”的原则，由两名有经验的工人配合进行，一人操作长柄工具找掉，一人观察顶板及周围环境，确保退路畅通。

敲帮问顶具体操作方法使用专用长柄工具轻敲顶板，观察有无颤动，对松动、离层或裂隙发育的岩块，需站在安全支护下彻底找掉；对范围较大无法立即处理的危岩，应先打临时支柱或托板加固。

敲帮问顶执行关键时机每班开工前、爆破后、支护作业前、工序转换时必须严格执行敲帮问顶；发现顶板压力大、有透水预兆、瓦斯超限等情况，应立即停止作业并处理。过断层及破碎带支护措施

支护参数调整过断层及破碎带时，响炮前最大控顶距离小于0.7m，响炮后小于1.6m，每循环必须进行一次永久支护，严禁空顶作业。

支护材料强化顶板破碎时采用木棚+木板+铁丝网联合支护，铁丝网搭接长度不小于100mm，每隔300mm用10#铁丝连接成整体。

临时支护加强顶部采用2根长4m的15kg/m轨道作为前探梁，铺木板接顶；帮部用钢筋网背帮，4根轨道固定在棚子上，防止下滑。

围岩加固措施施工地点前方严禁人员进入，放炮前加固迎头10m范围内支架，放炮后由外向里逐架扶正崩倒、崩歪支架，并背实顶帮。

控顶距离管理与空顶作业防范围岩稳定条件下的控顶距离标准围岩稳定、顶板完好时，响炮前最大控顶距离必须小于0.8m，响炮后最大控顶距离必须小于2.0m。每循环必须进行一次永久支护，严禁空顶作业。

围岩破碎条件下的控顶距离标准围岩破碎、过地质构造带时，响炮前最大控顶距离必须小于0.7m，响炮后最大控顶距离必须小于1.6m。每循环必须进行一次永久支护，人员严禁进入空顶区域。

空顶作业的危害与禁止规定空顶作业易导致顶板冒落、片帮等事故，危及施工人员安全。施工过程中，必须确保永久支护及时跟进，严禁在未支护的空顶区域内作业。06爆破作业安全技术

爆破器材选择与管理炸药类型选择选用三级煤矿许用乳化炸药，符合《煤矿安全规程》要求，适用于瓦斯矿井爆破作业。

雷管类型与要求使用8号毫秒延期电雷管，电雷管必须编号，最后一段延期时间不超过130ms，严禁跳段使用。

爆破器材储存规定炸药、电雷管必须分别存放在专用爆炸材料箱内并加锁，放置于顶板完好、支架完整且避开机械、电气设备的地点，爆破时需移至警戒线外安全位置。

爆破器材运输要求运送火工品应用专用药包和雷管袋，严禁乱扔乱放，严禁携带电雷管乘坐电车或在矿车内运送，班后多余的炸药雷管必须交回炸药库。装药结构与起爆方式

正向连续装药结构要求起爆药包位于炮眼外侧，装药时需用炮棍将药卷送至眼底，不得装错雷管段号或弄断脚线。水炮泥与炸药间装40-60mm炮泥，最后用炮泥填满炮眼，严禁反向装药。

爆破器材选择标准选用三级煤矿许用乳化炸药、8号毫秒延期电雷管，电雷管必须编号。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段延期时间不超过130ms，不得跳段使用。

起爆方式与设备规格采用MFd-500型发爆器全断面一次起爆，全断面串联。爆破工必须持证上岗，依照爆破说明书进行操作，并严格执行"一炮三检"和"三人联锁放炮制"。

爆破警戒与瞎炮处理爆破警戒设置要求爆破前必须按规定设置警戒，直巷警戒距离不小于100m，弯巷不小于75m。设好专人警戒，并发出放炮信号，五秒钟后方可放炮。

爆破警戒执行程序放炮前必须撤离人员、电缆设备、工具，固定设备遮盖好。爆破母线必须展开规定长度，且要有掩护体或护身板。

瞎炮处理原则发现瞎炮（哑炮），严禁拉动雷管脚线或掏挖炮泥。必须在班组长和爆破工的指导下，按照规定方法进行处理，禁止手拉、镐刨、风吹，并及时处理，不得遗留。

瞎炮处理安全注意事项如放炮不响，应立即取下放炮钥匙，等一段时间后方可沿线路查找原因（瞬发5分钟，延期15分钟）。迎头20m范围内瓦斯浓度超过1%，不准放炮，超过1.5%时，立即停止作业，撤出人员，汇报处理。07防尘与防灭火措施

综合防尘技术应用湿式打眼与水炮泥应用掘进作业必须采用湿式打眼，确保钻眼过程中持续供水降尘。装药时使用水炮泥，水炮泥外剩余炮眼部分应用粘土炮泥封实，严禁用可燃性材料代替，有效降低爆破粉尘生成。

爆破水幕与喷雾降尘爆破时必须在距迎头10-15m范围内设置水幕，爆破后及时开启喷雾装置对迎头30m范围进行降尘。出渣过程中，溜子转载点必须安装喷雾喷头，确保粉尘浓度控制在规定限值以下。

巷道冲洗与个体防护每班应对巷道帮顶、设备表面进行冲洗，每两天进行一次全面清扫，防止煤尘堆积。作业人员必须佩戴防尘口罩，掘进工作面风流中粉尘浓度不得超过2mg/m³，定期检测并记录。

风筒管理与通风降尘采用Ф600mm胶质阻燃风筒向工作面供风，风筒吊挂平直，出风口距迎头不大于5m，确保有效通风稀释粉尘。局部通风机必须实现“双风机、双电源”自动切换，保证供风连续性。

煤层自燃预防与监测煤层自燃预防核心措施严禁空帮空顶，一旦发现空帮空顶现象，必须及时用不可燃材料进行填充，杜绝浮煤堆积形成自燃隐患。

自燃征兆识别要点密切关注工作面温度异常升高、出现烟雾、煤油味等现象，以及空气中一氧化碳浓度超过《煤矿安全规程》规定限值，发现异常立即停止作业并汇报。

自燃监测技术手段采用束管监测系统对巷道空气中的氧气、一氧化碳等气体成分进行实时监测，结合人工巡检，确保能及时发现自燃隐患。08施工安全管理与制度现场交接班与开工前检查严格执行现场交接班制度交接班需做到交清接明，本班遗留问题由班长和验收员与下班在现场交接清楚。未处理且未现场交接的问题，当班人员不得下班。开工前会组织与任务交底进迎头前由班长组织开工前会，明确迎头状况、安全注意事项，合理分工，确保工作安全顺利进行。作业环境安全检查进入迎头前必须检查棚梁、木楔、撑棍是否齐全，有无瞎炮、哑炮；发现危煤悬矸，站在安全地点用长把工具及时处理。通风与瓦斯检查进迎头前必须先通风，风机未开时先检查瓦斯浓度，确认无异常后启动风机，通风15分钟后方可进入迎头工作。工程质量验收与隐患整改严格执行工程质量检查验收制度，误差超过规定范围必须整改；杜绝违章指挥、违章作业，确保符合三大规程要求。

安全培训与考核要求

培训组织与参与施工前，由队长负责组织技术人员传达贯彻《作业规程》及相关措施，所有施工人员必须参加学习，未参与学习的人员不准施工。

考核与资质管理培训后需进行考试、签字，考试合格后方可下井作业。爆