74002二段机巷作业规程

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1、目录第一章 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情况- 4 -第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况- 4 -第二节 煤（岩）层赋存特征- 4 -第三节 地质构造- 4 -第四节 水文地质- 5 -第三章 巷道布置及支护说明- 5 -第一节 巷道布置- 5 -第二节 矿压观测- 5 -第三节 支护设计- 6 -第四节 支护工艺- 7 -第四章 施工工艺- 7 -第一节 施工方法- 7 -第二节 爆破作业- 8 -第三节 装载与运输- 8 -第四节 管线铺设- 10 -第五节 设备及工具配备- 10 -第五章 生产系统- 10 -第一节 通

2、风- 10 -第二节 压 风- 12 -第三节 瓦斯防治- 12 -第四节 综合防尘- 12 -第五节 供 电- 13 -第六节 排 水- 13 -第七节 通信和照明- 13 -第六章 安全监控- 13 -第一节 瓦斯监控- 13 -第二节 机电设备监控- 14 -第七章 劳动组织及主要技术经济指标- 14 -第一节 劳动组织- 14 -第二节 作业循环- 15 -第三节 主要技术经济指标- 15 -第八章 安全技术措施- 16 -第一节 通风管理- 16 -第二节 顶板管理- 17 -第三节 爆 破- 24 -第四节 机电管理- 27 -第五节 其 他- 28 -第九章 避灾路线- 30 -

3、第一章 概 况第一节 概 述一巷道名称、位置及相邻关系1.名称： 74002二段机巷。2.位置：该巷位于-325m01区石门与-325m02区石门之间，本规程针对的是：-325m02区石门北帮以北约200m。3.相邻关系：该巷道对应地表位置在高田坎至长槽一带，该工作面上部74002一段于2014年5月回采完毕，北邻74001上段工作面于2012年10月回采完毕，南面部分由于构造复杂未布置，下水平尚未布置。（巷道平面位置图详见附图二）二巷道用途、性质、设计长度等。1巷道用途：该巷主要为74002二段工作面回采时通风、行人、运煤、排水及安全通道等所用，巷道性质为煤层巷道。2巷道设计长度：约340m

4、。 第二节 编写依据一地质说明书及批准时间地测科提供掘进地质说明书南桐煤矿74002二段工作面掘进地质说明书；批准时间为2014年7月。二其它技术规范1矿山安全生产法； 2煤矿安全规程（2011版）；3重市能源投资集团公司煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法；4南桐矿业公司颁发掘进各工种技术操作规程；5重庆“能投”集团、南桐矿业公司其他相关安全技术规定。 第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表一： 井上下对照关系表 水平名称七水平采区名称-325m02区地面标高+315+335.8m井下标高（m）-321.300地面相对位置地面对应位置在高田坎至长槽一带。井下巷

5、道位置及相邻关系该工作面上部74002一段于2014年5月回采完毕，北邻74001上段工作面于2012年10月回采完毕，南面部分由于构造复杂未布置，下水平尚未布置。邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响该采区煤层结构简单，为单一煤层，不含夹矸，煤层赋存稳定，局部地方会出现炭质泥岩的包裹体。设计长度约340m第二节 煤（岩）层赋存特征1.瓦斯及有害气体赋存情况：-325m02区石门以北机巷掘进区域的4#煤层已受5#煤层开采的保护，在保护范围内进行掘进时，仍须加强局部防突措施，并严格按防突措施作业，加强区域检验及瓦斯检查，严禁瓦斯浓度超限作业。2.地质构造及围岩特征：该巷所处区域煤层平均倾角32&#

6、176;，平均煤厚1.8m，煤层结构简单，属稳定性煤层。4#煤层伪顶为厚0.050.1m的黑色碳质泥岩；直接顶为厚0.5m的深灰色页岩，含黄铁矿晶粒呈条带状；老顶为厚9m的深灰色砂质页岩夹杂铁质细砂岩。直接底为0.15m的深灰色粘土泥岩，老底为厚4.5m的深灰色砂质页岩。煤岩层综合柱状图详见图二。第三节 地质构造根据上水平74002一段工作面开采时收集的资料及4煤层开采情况分析：除f1：160°65°H：0.9和f2：243°30°H：0.5两组断层对工作面风巷掘进有一定影响外，预计工作面巷道掘进时有隐伏构造出现。表二： 构造参数表构造名称倾向倾角落差（

7、m）性质/对掘进影响程度f1160°65°0.9正断层/对掘进有一定影响。f2243°30°0.5正断层/对掘进有一定影响。第四节 水文地质1、由于74002一段工作面回采结束后现采空区涌水有60t/h，未达到衰减期，因此预计74002二段工作面风巷掘进时风巷顶板、帮有淋水现象。其最大涌水量约30m³/h，正常涌水量约5m³/h。2、根据煤矿防治水规定及“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则，在有水患威胁的区域作业时必须按照探放水设计进行超前探放水循环作业。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置待掘74002二段机

8、巷开口位置（开口点标高：-321.300）位于-321m02区放水石门北帮4#煤层处，沿4#煤层顶板，由北向南，按+5坡度（以地测通知单为准）掘进约200m与由北向南掘进碛头贯穿形成负压通风系统（贯通措施另拟）。第二节 矿压观测一观测对象：74002二段机巷二观测内容：74002二段机巷顶板离层监测、顶板和两帮移近量监测。三观测方法：顶板离层监测每隔80m设置1处，巷道表面位移监测设置35处。四数据处理：通过对采集数据的综合处理得出巷道顶板离层量的最大值，顶底板相对最大移近量，两帮最大移近量。为及时修订支护参数为同水平或上水平段4#层巷道支护设计提供原始数据。第三节 支护设计一确定巷道支护形式

9、：根据相邻采区4#煤层回采巷道矿压观测数据及支护经验；1.该巷掘进为梯形巷道断面，采用11#工字钢制作的金属支架架棚支护，排花、竹笆背护帮、顶，设计支护断面规格：上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.2m，S净6.02，S掘7.13，水沟规格为：宽×深=600×500mm；支护材料规格：棚梁2.4m，东帮（水沟帮）棚腿3.0m，西帮棚腿2.6m。2.该巷掘进同时每隔（走向间距）2025m施工一个顶板放水钻场，深4.5m，为梯形断面:采用11#工字钢制作的金属支架架棚支护，排花、竹笆背护帮、顶，设计支护断面规格：上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.5m，S净6.5，S掘

10、7.3，支护材料规格：棚梁2.4m，棚腿2.8m。3.该巷在放水石门北帮开口起始位置起向北掘进在917m段将扩大巷道断面以便于皮带机头安设，梯形巷道断面参数为上净宽3.0m，下净宽3.8m，净高2.2m，水沟规格为：宽×深=600×500mm，S净7.78，支护材料规格：棚梁3.2m，东帮（水沟帮）棚腿3.0m，西帮棚腿2.6m。4.该巷与-325m02区放水眼、下煤眼交叉口位置，必须按规定搭设好正规双台厢，并用锚杆将台厢梁子、腿子进行加固。5.该巷施工过程中，厢距均为0.8m（±0.1m）；若巷道压力大，则缩小厢距为0.6m。6.该巷背护时，排花间距不大于0.2

11、5 m，竹笆搭头不少于0.1 m，若需修改巷道断面规格及支护方式则另拟措施报批。第四节 支护工艺一支护形式及材料规格：1支护形式：梯形断面掘进，11#工字钢制作的金属支架架棚支护，排花、竹笆背护帮、顶。2支护材料规格：-321m74002二段机巷掘进采用11#工字钢制作的金属支架架棚支护，支架规格为：棚梁长2.2m，棚腿东帮规格3.0 m，西帮规格2.6 m（西帮煤层变薄可采用2.4m棚腿）,即架棚后，保持上净宽2.2m，下净宽3.0m，净高2.2m，棚距0.7m（±0.1m），水沟规格为：宽×深（600×500mm）。表三-1：巷道掘进断面及质量标准项目设计值允

12、许差项目设计值允许差上净宽2.2m下净宽3.0m-50+100巷净高2.2m-50+100棚 距0.7m±100mm前倾后仰架正±1°扭 距架正100mm表三-2：放水钻场断面及质量标准项目设计值允许差项目设计值允许差上净宽2.2m下净宽3.0m-50+100巷净高2.5m-50+100棚 距0.7m±100mm前倾后仰架正±1°扭 距架正100mm第四章 施工工艺第一节 施工方法1施工方案：（1）施工方式:采用风镐加放炮方式掘进。（2）施工方法:该巷在被保护范围内掘进，可直接采用风镐破煤体（掏槽面积不得大于1，大于1必须补打一根临时

13、支柱）及底板矸石沿4#层顶板掘进，严禁破4#层顶板。如用风镐打底板矸石较困难时，可采取风镐加放松动炮方式掘进；放炮使用三级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管15段的相邻段，正向装药，大串联一次起爆。巷道打眼采用YT-29A型风钻湿式打眼放炮方式掘进，打眼工严格按公司颁风钻打眼工技术操作规程执行。各操作人员相互配合，彼此照应，防止断钎伤人和因工序混乱误伤人员。2施工工艺流程： 采取全断面风镐掘进时：安全检查及准备工作找矸反延腰线风镐落煤装运煤矸使用前探临时支护返延腰线架棚支护延溜子接风水管质量验收结束。 采取风镐加放炮或撬支架脚窝方式掘进时：安全检查及准备工作找矸返延腰线风镐掏煤槽装运煤炭

14、使用前探架棚梁打眼吹眼装药、联线、布岗放炮、查炮临时支护装运煤矸架棚支护延溜子接风水管质量验收结束。3交接班后必须先检查工作面的安全情况，发现隐患必须立即处理，确认安全后方可开工。第二节 爆破作业-321m74002二段机巷掘进直接采用风镐破煤体及底板脚窝矸石，如用风镐破煤、矸石困难，可采取风镐加放炮方式掘进。采用普通钻爆法施工工艺。表四：爆破说明书以风镐掘煤槽为例炮孔名称眼号个数单孔深（m）装药量(kg)起爆顺序联线方式单孔合计周边眼1991.60.43.6串联合计991.63.6第三节 装载与运输一装载与运输方式：1、前期：掘进碛头煤矸人工扒装入1吨矿车-321m74002二段机巷-325

15、m02区放水眼-325m75003矽抽巷-325m02区石门-450m-325m02区下煤上山-450m 02区装载车场-450m茅口大巷装车外运。中后期：掘进碛头煤矸人工扒装入620型溜子皮带运输机-325m02区下煤眼-325m02区石门-450m-325m02区下煤上山-450m 02区装载车场-450m茅口大巷装车外运。2、材料设备运输：地面井口平硐ø2.5m坡口±0m主井井底车场ø 3.0m坡口-325m水平下坡口-325m水平茅口大巷-325m水平02区石门-325m02区下煤眼-321m74002二段机巷掘进碛头。3、人力推车时，必须严格按以下规定执

16、行：（1）1次只准推1辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5时，不得小于10m；坡度大于5时，不得小于30m。（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道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须及时发出警号。（3）严禁放飞车。巷道坡度大于7时，严禁人力推车。（4）推车工在推车过程中，严格执行“一步三抬头”的推车方式。（5）矿车使用前，推车工应认真检查矿车完整情况。（6）在巷道转弯处钉设铁道时，根据巷道掘进方向调整好坡度，同时使铁道外环轨道高于内环轨道。（7）推矿车时的巷道两帮及巷顶的安全距离，必

17、须符合公司及矿的相关要求。（8）矿车装运矸时，须严格控制矸量，矸石装载高度、宽度不得超过矿车。（9）推车工推车经过转弯巷道时，要调节好矿车速度和重心，防止矿车下道。（10）窄巷或弯巷处有人员经过时，推车工应当立即停车，待人员通过矿车后，方可推车。（11）推重车时必须由两人同时进行推车，且推车过程中禁止推车工将手放在矿车两侧边缘处。（12）在巷道内推车时，人员严禁站在两侧推车。4、扒装矸时，遇大块煤矸石须打碎成不大于0.2×0.2m，严禁大块矸石装入矿车。5.-325m-321m02区下煤眼必须加强日常检查，保证隔离栏板封棚完好，行人梯步完好，装矸点以上5m范围设置一道挡矸栏板，高度不

18、低于0.6m。第四节 管线铺设1.在掘进施工中，水、风管置于巷道西帮，风管距水管0.2m（上水、下风），水管距巷底为2.2m，风管距巷底为2.0m；电缆挂钩捆绑在巷道东帮棚腿子，钩顶位于“凹”字型构件处并用铁丝分上下捆绑严实。挂钩间距1.6m，电缆排列顺序：由下而上分别为高压电缆、低压电缆、遥测、通讯线。风筒吊挂在上（西）帮棚腿子的“凹”字型构件处。 2.放炮母线采用压线木板铺设在巷道棚梁中部，木板间距1.6m。3.该巷架厢要求明暗、扎角，高低一致，每班严格按标准验收。4.管线必须吊挂平直,严禁打铰.第五节 设备及工具配备掘进生产系统所需设备、工具的名称、型号规格、单位、数量等。表五：设备及工

19、具配备表序 号设备工具名称型 号单位数 量备 注1局部通风机22KW台21台备用2风锤凿岩机YT-29A型台21台备用3风镐G10型或G10L型台21台备用第五章 生产系统第一节 通风一通风方式及供风距离：掘进工作面通风采用FBDNO2×22KW对旋式局部通风机配抗静电、阻燃600柔性风筒压入式通风，局扇供电实行“三专”，掘进系统内的电器设备必须安装“风、电”、“瓦斯、电”闭锁装置。二风量计算：表六：风量计算表 单位：m3/min项 目公式计算结果Q-工作面实际需要风量，m³/minq-根据-252m74002一段机巷掘进工作面瓦斯涌出量对比预计工作面平均瓦斯绝对涌出量，0

20、.5m3/min。K-瓦斯涌出不均匀的备用风量系数1.5n-工作面同时工作的最多人数，12人Q局-局部通风机的实际吸风量，250m3/minV1-局扇安装位置最低风速；V10.15m/sS局-局扇安装位置巷道断面积；S局10S巷道净断面积，6.02P瓦-瓦斯绝对涌出量，0.25m3/min按瓦斯涌出量计算Q100qk75m3/min按人数计算Q4n48m3/min 按局部通风机的供风量计算局扇安装地点实际需要风量QQ局+S局×V×60340m3/min 风 量验算按最低风速（掘进碛头有效风量确定）半煤岩巷：Q最小0.25×S×600.25×60

21、×6.0290.3m³/min（根据煤岩巷的性质定）按最高风速Q最大240S1445m³/min根据上述计算所得，该机巷掘进时风筒出口最小风量不得小于91m³/min。备注：工作面平均瓦斯绝对涌出量是根据相邻巷道测算而得，并结合我矿实际考虑备用系数为1.5三局部通风机安装地点：根据工作面配风量要求；掘进采用“双风机，双电源”FBDNO2×22KW对旋式局扇供风，局部通风机安装在-325m02区石门与-325m茅口大巷交叉口处的新风中，局扇的最长供风距离为370m，风筒出口距离掘进碛头不大于5米，出口风量不小于91m3/min。四通风路线：新风：

22、-325m02区石门与-325m茅口大巷交叉口处的局部通风机风筒（风筒路线：-325m02区石门-325m75003矽抽巷-325m02区放水眼-321m74002二段机巷）掘进碛头。污风：碛头-321m74002二段机巷-325m02区放水眼-325m75003矽抽巷-325m02区补套石门-325m02区回风绕道-325m-200m02区回风上山-200m-100m02区回风上山-100m±0m03区回风上山±0总回风大巷鱼塘角风井地面。（详见通风系统示意图）。第二节 压 风该机巷掘进期间，压风由-325m02区石门与-325m茅口大巷交叉口处6寸压风管供给，施工队用2

23、寸管子输送至工作面，经1寸风管输入YT-29A型风钻和风镐，工作面风压不小于0.5Mpa。压风系统：压风机房±0m管子井-325m水平大巷-325m02区石门-325m75003矽抽巷-325m02区放水眼-321m74002二段机巷掘进碛头。第三节 瓦斯防治瓦斯及有毒有害气体赋存情况：-321m74002二段机巷，在被保护范围内掘进；掘进前己对该巷采取了消突措施，但掘进过程中仍须严格按防突措施作业，进行区域验证，加强瓦斯检查及防尘管理，严禁瓦斯浓度超限作业。第四节 综合防尘1通风队定期派人冲洗和清扫积尘，防止煤（岩）尘堆积、飞扬，坚持湿式打眼、放炮喷雾，洒水装煤（矸），建立健全综合

24、防尘措施。2掘进过程中，在掘进巷内距碛头50m范围内的回风流中安设一组全断面防尘喷雾装置，在各运煤转载点安设防尘喷嘴，放炮或运煤时开启，掘进巷内每隔50m安设一个三通阀门。在距掘进工作面2540m范围内的回风流中安设第一组压风自救器，第一组以后按每50m一组进行安设，另在各站岗点、拉炮点安设一组压风自救器，且每组不少于5个单体，随掘进距离增长，压风自救器和防尘喷雾装置按规定向前展移。3掘进前通风队在-325m02区石门内安装200L/隔爆水槽。4放炮采用风水喷雾和装矸洒水冲洗岩帮，装矸时搞好综合防尘措施。第五节 供 电该工作面所有设备的电源均由-325m02区水泵房集中直接供给，各台设备设真空

25、开关进行控制。第六节 排 水排水系统：掘进工作面的积水经-321m74002二段机巷-325m02区放水眼-325m75003矽抽巷-325m02区石门-325m茅口大巷。第七节 通信和照明1.通讯系统路线井下-325m02区石门内安设电话便于掘进队直接与调度室及有关部门进行联系。2.照明系统根据矿井实际，本掘进工作面不设专门的照明系统，由每个作业人员随身携带矿灯照明。第六章 安全监控第一节 瓦斯监控1爆破工下井担任爆破工作时，必须携带光学甲烷瓦检仪，每次爆破时严格执行“一炮四检”、“三人连锁换牌放炮”“三把锁管理”制度。2爆破地点附近20m内瓦斯浓度达到1%，严禁装药、放炮。3当班的班组长必

26、须携带便携式瓦检仪，并将便携式瓦检仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒的回风侧，当报警仪报警时，必须立即停止作业并进行处理。4瓦斯队分别在掘进碛头和回风流中各安设一台瓦斯自动监测报警断电仪，碛头的探头T1安设在距碛头不大于5m内风筒另一侧（放炮前由班组长展移至后方80m的安全处，放炮后展移至工作面5m内风筒另一侧按规定挂设），其报警瓦斯浓度为0.8%；断电瓦斯浓度为1.3%；回风探头前期按规定安设在-325m02区放水眼上口处；后期按规定安设在掘进巷内距下煤眼以北1015m处，其报警、断电瓦斯浓度均为0.8%，监测探头电源与掘进巷内所有动力电源实行“瓦斯·电”闭锁；监测分站安装在局扇处

27、，监测断电仪安设标准距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。5瓦斯队对监测探头报警断电性能每周不少于一次试验，并作好记录，确保灵敏可靠。6该巷掘进中如遇放炮后瓦斯（炮烟）积聚的处理措施：如查炮过程中瓦斯达到1.0%时，由瓦斯检查员同当班班长进行逐步排放瓦斯。如查炮过程中瓦斯达到1.03.0%时，由瓦检员在-325m02区石门内距-325m75003矽抽巷以西2m处设置一道花板，并向调度室汇报，由调度室请示通瓦科科长，由通瓦科科长进行指挥排放。如查炮过程中瓦斯达到3.0%以上时，由瓦检员在-325m02区石门内距-325m75003矽抽巷以西2m处设置一道花板，并向调度室汇报，由调度室请示通

28、瓦科科长，由通瓦科科长安排通风队技术员编写瓦斯排放措施，经总工程师审批后，组织相关人员进行指挥排放。如需排放瓦斯，严格按矿业公司关于排放瓦斯的有关规定执行。第二节 机电设备监控1严格电气设备管理，机电队每周不低于一次对该区域内的电器设备失爆检查。2.机电一队必须按规定对“双风机，双电源”转换设备进行检查，通风队瓦检员每天早班进行一次转换试验，发现问题必须立即汇报。3施工中若遇局扇停风、停电或者瓦斯浓度超过规定，必须立即停止作业，撤出人员至-325m茅口大巷的新鲜风流中，瓦检员在-325m02区石门内距-325m75003矽抽巷以西2m处设置一道花板，并向调度室汇报，待重新送电、送风，经检查确认

29、无任何安全威胁并请示调度室同意后，方可恢复作业；若瓦斯浓度超过规定，必须按南桐矿业公司关于排放瓦斯的相关规定执行。第七章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织1组织形式及作业制度：该巷采用“三八”工作制，即三个班掘进作业，每班工作八小时。2表七：劳动配备表工种小班全队工种小班全队出勤定员出勤定员出勤定员出勤定员班长1133打眼工风镐工2266接管线延溜子1133支护工2266轮休133运料工2266全队892427第二节 作业循环1、合理安排各道工序，进行平行交叉作业表八：作业循环图表（风镐掏煤槽为例）工序时间时间（分）时间（小时）678910111213安全检查及准备30风镐掏煤槽、出

30、煤、临时支护180打眼30装药联线、瓦斯检查10放炮查炮、瓦斯检查50找矸、装运煤矸、架棚支护120接风水管、延溜子60第三节 主要技术经济指标表九：主要技术经济指标表（机巷）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m27.137实体煤矸量m3m6.652净断面m25.928松散煤矸量m3m9.243工程量m2009炸药m3.64炮眼利用率9510雷管发m95日循环数个3 11班出勤人126平均日进度m4.212直接工效m工0.117表十：主要技术经济指标表（钻场）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m27.37实体煤矸量m3m7.32净断面m26.58松散煤矸量m3m

31、10.133工程量m49.59炸药m25.24炮眼利用率9510雷管发m405日循环数个3 11班出勤人126平均日进度m2.112直接工效m工0.058第八章 安全技术措施第一节 通风管理一通风管理1风筒吊挂平直，做到逢环必挂，风筒出口距离碛头打眼时不得超过5m，放炮时不得大于10m，每次放炮后，及时恢复打烂或打脱的风筒，以保证足够的风量。2局扇必须指定人员负责管理，保证正常运转。3由于停电或其它原因造成局部通风机不能正常运转时或瓦斯超过规定，必须停止作业，切断电源，撤出所有人员至-325m茅口大巷内负压风流中，并在-325m02区石门内距-325m75003矽抽巷以西2m处设置一道花板，瓦

32、检员及时向调度室和通风队汇报。在恢复通风前，必须检查停风区中的瓦斯浓度不大于0.8,且局部通风机及开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.4%时，方能由瓦检员经请示同意后启动局扇，恢复通风，否则，严禁擅自启动局扇，恢复通风。二防尘管理1采用湿式打眼，并且工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩等劳保用品。2使用水炮泥，每个炮眼装12个水炮泥。3装煤矸前必须对爆落的煤矸进行洒水防尘。4经常冲洗巷道帮、顶和管路上的粉尘。5距工作面50m范围内安设第一组全断面的防尘喷雾装置，在放炮时必须打开喷雾，等放完炮、炮烟吹净后方可关闭。6掘进作业时，回风流中的防尘喷雾必须开启，不得随意关闭。7防尘工要经常检查防尘

33、管路，发现问题要及时处理。8下煤或运煤时，必须将防尘设施开启。9. 碛头正规使用软质防炮轰风筒。三防火管理1电气设备或电缆着火时，首先要切断电源，就近使用石粉、砂子或岩粉灭火，严禁使用水管灭火。2定期清扫巷内的浮煤及积尘。 3严禁带火种下井，严禁电气失爆，在易摩擦、撞击产生火花的地方经常进行洒水降温。第二节 顶板管理1在开口前和作业过程中，必须坚持经常性敲帮问顶工作，每班设专人找矸，专人看安全，防止掉矸伤人，找矸时采用专用找矸工具（1.5m或2m撬棍）；发现悬危矸石及时处理,找矸时，找矸点下方严禁有人，若遇一时找不下的悬矸,应及时打上临时支柱，采用打眼放小炮崩下的方式进行处理(放炮搜岗按本规程

34、执行)。2巷道开口10m范围内，原则上只能采用风镐掘进，确需放炮时，必须严格控制装药量，并加强皮带、电机管缆线的掩护防止放炮损坏。3.巷道开口前，必须对开口点5.0m范围内的金属棚，采用单体打顶子的方式进行加固。4-321m74002二段机巷沿煤层顶板掘进，随掘随支，禁止留空头。该巷掘进过程中，严禁破煤层顶板，以免给回采时顶板管理带来困难。5碛头后方必须配备足够数量的临时支护与备用救急材料，救急材料必须堆放整齐，并不得阻塞运煤矸线路与阻碍安全退路。巷道内煤矸或材料堆积达巷道断面的1/3时，禁止打眼放炮。6若遇煤体变硬用风镐破煤困难或煤层变薄需破底，则采用放炮掘进。每次放炮前须采用固棚器和前探支

35、架加固碛头后方10m范围内支护，放炮后由外向碛头（由南向北）逐架检查并恢复被放炮打歪失效的支护，并认真进行敲帮问顶工作，确认无安全隐患后方可进行清扒煤矸等工作，若煤层厚，不需放炮时，则只采用木帮村进行加固碛头厢。7用排花、竹笆背护时，排花间距不大于0.25m，竹笆搭头不小于0.1m，棚顶及两帮必须背接严实，并加强挂角与扫脚竹笆和排花的背护，严禁空帮空顶，其架棚支护规格、断面支护等要求。8施工期间，必须正常使用好前探支架作超前支护，前探梁为两根15kg/m钢轨，长度不少于5.0m，夹具四付，另准备一付备用，构件齐全完好，前探梁支护具体要求如下：（1）采用金属架棚支护时，若连续架棚长度超过5.0m

36、，须及时架设临时前探支架，前探支架夹具4副8个，前探梁为两根15kg/m钢轨, 长度不小于5m, 前探梁必须用夹具楔紧, 向前移动前探梁必须明确专人先松其中一根前探梁的夹具，将前探梁移动到碛头，并将夹具夹好并楔紧后，方能移动另一根前探梁。只有将两根前探梁移至碛头夹紧固后才能进行碛头作业。（2）前探梁悬臂长度不得超过总长度的1/3；前探梁与夹具均匀布置，但碛头第一个夹具必须夹在碛头第一架上，最末端的一个夹具距前探梁末端不大于棚距。严禁使用失效的夹具。（3）每根前探梁使用抱箍数量为4个。抱箍必须牢固可靠，且在非探梁段应均匀布置，碛头第一个抱箍必须卡在碛头第一架支架上，最末端的一个抱箍前探梁末端不大

37、于一个棚距。（4）前探梁距两帮支架腿子的距离不得大于0.5m，前探梁之间的间距不得小于1.2m，不得大于1.6m。（5）架棚巷道迎碛头外10m范围的支架梁腿结合部必须使用金属固棚器, 固棚器的螺栓必须紧固, 两帮腿子中部位置也必须使用金属固棚器，固棚器位置分别在在底板以上约0.5m和1. 5m处，固棚器的数量不得少于4根。（6）使用的前探梁和金属固棚器必须构件齐全完好，破损件及时更换。（7）必须严格执行“进一，支一” 的作业顺序。（8）临时支护工作每班指定专人负责（当班班长或副班长），施工队队长为本队临时支护负责人，负责临时支护所需材料到位和检查监督。9.若遇碛头顶板煤层松软易冒落，断层、裂隙

38、发育带煤炭赋存不稳定及巷道拐弯等特殊情况不能使用前探梁作临时支护时，则采用单体液压支柱配开块料作临时支护，其相关要求如下：（1）掘进中采取临时支护时，采用外注式单体液压支柱配开块料，支柱成双排布置，间排距不得大于1m，特殊情况下排距和间距根据现场实际情况而定。（2）由当班班长负责临时支护并检查临时支护情况，未得到有效支护前严禁作业。（3）当巷道内悬危矸无法找净和巷道遇破碎带时，必须停止掘进，采用锚杆网支护跟拢碛头，实行先支护后掘进。（4）临时支柱的架设与拆除临时支护采用内注式单体支柱配开块料及方木进行临时支护，临时支柱的顶端与巷顶之间用开块料做为掩护顶梁材料，顶梁与支柱及支柱与支柱之间用支柱防

39、滑绳捆好。防止顶梁或单根支柱倾倒伤人。支柱的下脚必须踩在巷道原生底板岩石上或用方木垫底，垫底方木必须平直且牢固可靠。临时支护范围为已形成永久支护范围前1m的范围。开工第一个班架设临时支柱时，架设人员必须站在顶板完好或有效支护的顶板下操作，架设前先把锚网平铺在顶梁材料上方，架好一排后在向前架第二排依次类推。施工过程中拆除临时支柱及向前架设临时支柱：每一棚锚杆架设完好并紧固后，施工人员方可拆除当前锚杆支护下的临时支柱，拆除时班长安排至少3人进行拆除，1人拆支柱，1人掌稳顶梁材料，1人负责在旁边看安全，支护拆下后将支柱及顶梁、方木等材料集中向前转移至最前一排临时支护下，再由架设支柱的施工人员站在架设

40、好的临时支护下向前由近向远逐排架设临时支柱。在每次架设前端临时支护时，应先用长钎对前方顶板进行认真清找，所有人员严禁进入未支护范围，确认顶板无悬矸及无空响安全无误后方可进行架设临时支护的作业，同时要有专人负责观察其上方顶板稳定情况，如发现顶板有冒落的预兆，立即停止作业，立即撤回到永久支护安全范围内，待制定专项措施对悬矸进行处理，处理后确认无安全隐患后方可再继续作业。架设临时支柱的施工过程中，后方运料人员严禁碰撞已经架设好的支柱。支柱架设好后，班长必须安排专人用油丝绳或8#铁丝将已打好的支柱连接并拉紧，防止倒柱伤人。（5）临时支护采用单体液压支柱配开块料“一梁二三柱”托顶支护；采用单体支柱作临时

41、支护时，单体支柱须打紧打牢，单体支柱初撑力不小于50KN，且单体支柱间须用好防倒绳。（6）采用单体支柱作临时支护时，单体支柱的可缩量不得小于300mm，严禁打满贯或闷罐支柱，严禁敲打支柱和三用阀。（7）每次注液前，采用液压枪先对三用阀进行清洗，然后将注液枪插入三用阀，扣紧锁紧套，再注液升柱。待支柱完全顶紧，达到初撑力后，即可退出液压枪。升柱时，应至少一人扶柱，一人注液升柱。（8）需临时改某一根棚腿或换梁子时，临时单体支柱使用不得少于2根。表十一：临时支护和备用救急支护材料品种、数量、规格附表名称单体液压支柱半圆木木板子竹笆排花前探夹具单位根根块张付规格1.6m、2.5m1.8m67mm数量各2

42、根4540128810.巷道掘进期间若两帮煤体松散时，对两帮的临时支护，其相关要求如下：（1）先用风镐或尖钎刷洗巷帮煤体，打出一架棚的深度，然后用用67mm板材从后方一架棚腿超前刹刁，板材间距不大于0.2m，后方外露不超过0.3m。（2）板材之间采用芭片背护，防止煤体垮落。（3）若板材刹刁难以支护时，再辅以用单体配半圆木边掘边打背壁支柱支护。11.巷道掘进期间若碛头前方煤层松软易垮，必须采用超前金属骨架刹刁。（1）骨架孔采用凿岩机施工，孔径42mm，孔深1.8m2.0m，孔间距15。骨架孔方位与巷道中心线一致，倾角比巷道坡度大15°20°左右。（2）骨架插入煤体1.8m2.

43、0m，孔外预留0.1m的铁管。（3）每操作完成一个骨架孔后，必须立即把白铁管钎入孔内，并用铁锤打入孔底，严禁骨架管外露超过未按规定。（4）如果迎头安装骨架管时，有煤层垮漏的现象，必须把刹刁板材分成小块，用铁锤打入煤体，与骨架管共同支护煤体，防止垮冒。（5）在当班工作结束后，必须在碛头支设23根贴面支柱后，再用排材、芭片、板材等背护严实掘进工作面，直至下一班工作时，才准拆除。（6）掘进过程中，必须及时清运走煤矸，加强对已掘巷道的支护状况检查并进行经常性检查与维护，经常检查安全出口支护状况，随时保证安全出口与退路畅通。12若遇煤层松软，严格按规定使用前探梁，每班工作结束后，对碛头进行背护，防止碛头

44、上帮抽冒。13. 采用风镐掘进，须根据碛头煤体软硬抽冒情况，先将碛头上端煤体打好支护后，再掘碛头下端的煤体成巷。用风镐掘碛头上端煤体时，打出一架棚的深度，及时将前探梁支到碛头进行支护，严禁空顶作业。14用风镐掘煤槽时，若煤槽深度达0.9m时，则必须在煤槽内用单体配开块沿倾斜打好临时支护。煤槽深度不得大于1.5m，并加强煤槽内瓦斯检查，若煤槽内瓦斯超限，严禁继续牵槽，及时通风吹散瓦斯。15. 用风镐掘煤槽时，煤槽深度严禁超过两架厢距离。16掘进过程中，必须及时清运走煤矸，加强对已掘巷道的支护状况检查并进行经常性检查与维护，经常检查安全出口支护状况，随时保证安全出口与退路畅通。 17该巷掘进过程中

45、，若遇碛头煤层松软，每班施工完毕后，必须采用单体支柱配排花，竹芭及板子对碛头进行“扛背”，以防止抽冒。 18掘进过程中，若遇矿山压力大，支架撬脚架变形时，可对支架棚距调整为0.6m ，且及时对失效支架进行整改，同时对后方撬脚变形厢及时进行整改，以确保巷道工程质量。19该巷掘进过程中，采用架碛头厢支护，严禁留空头（允计空头不大于0.4m）。20. 巷道掘进期间，若遇煤矸抽冒、垮冒较高时，处理垮冒区按以下方式操作：（1）掘进时对垮冒较高的地方，须先送风吹散棚顶悬浮积聚瓦斯，经检查瓦斯浓度小于0.8时，方能进行找矸接顶，如瓦斯超限集聚，则采取措施处理后作业。（2）待垮冒区垮冒稳定后，对其进行敲帮问顶

46、工作，找净悬矸方准由外向内进行接顶工作，接顶时必须使用好前探梁支护（已掘巷道达到5m）。（3）待垮冒区内矸石垮冒稳定后，找净悬矸且进行临时支护后，在安全的前提下，才能由有经验的人员对垮冒区内进行支护工作。（4）在接顶过程中，由有经验的工人负责，接顶时要备齐各类材料，同时至少由两人负责，1人接顶，1人传递材料，传料人员要听从接顶人员指挥，传递材料要迅速，两人协作完成。（5）接顶时，下方必须安排专人看安全，发现有异常情况立即通知接顶人员及时撤除险区，处理好隐患后，再恢复接顶工作。（6）接顶期间，接顶人员与传料人员要相互配合，尽量缩短接顶时间，并保证安全退路畅通。（7）对垮冒较高区域接顶处理时，必须

47、有队干、安监处人员跟班现场指挥，严把安全关，严禁空帮空顶。21. 若掘进过程中碛头后方巷道变形严重，必须及时把变形的棚厢进行处理，措施如下：（1） 每次改厢、蹬厢前，必须对被改厢、蹬厢前后5m内的金属厢使用固棚器进行加固，若因固棚器数量不足，可采用加打临时支柱进行加固。（2） 蹬厢扩刷时，采用单体液压支柱将厢梁撑至规定巷高，再撤除一帮背护材料，用风镐或啄子进行扩掘至规定规格，然后再用单体液压支柱将一帮金属厢腿撑至原巷宽，最后用同样方法对另一帮扩掘，扩掘完毕后须用排花、笆片对巷道帮、顶重新背护严实；撤除厢腿时，只能一次撤除一根厢腿，单边作业，严禁一次将两根厢腿同时撤除。（3） 蹬厢扩刷时，撤一根

48、棚腿子，刷一架，背护好后再刷下一架，严禁一次撤两架及以上。撤厢腿子时，若片帮抽冒严重，则必须采用二寸板“刹刁”作超前支护，控制抽冒。（4） 撤除支架之前，必须釆取切实有效措施防止上帮煤体片帮、垮落（如采用刹刁、斜撑背板支护等方式）。（5） 蹬厢扩刷过程中，加强巷顶的背护，原则上不破坏或撤除原巷顶的背护。（6） 蹬厢扩刷过程中，必须先在靠近所刷位置金属厢的梁子下用单体液压支柱打好顶子，处理好巷顶后，再撤除需刷一帮的排花、芭片，最后进行蹬厢扩刷。（7） 蹬厢扩刷施工期间，施工点能够撤除的管线、设备必须撤除或展移，不能撤除及展移的管线设备必须用木料和笆片进行掩护，掩护严实后方可进行施工。（8） 不能

49、撤出的管线，施工前应检查管线吊挂是否牢固，防止管线掉落伤人。（9） 蹬厢扩刷帮后，必须用排花、笆片、木料将巷顶及两帮背护严实，严禁空帮空顶。排花、笆片背护时，排花间距不大于0.25m，芭片塔头不少于0.1m。（10） 蹬厢扩刷帮时，每班指定专人负责看安全，发现险情及时根据现场具体情况进行处理或撤人至安全处。（11）蹬厢扩刷帮后，必须及时清净蹬厢扩掘的浮矸。（12） 蹬厢扩刷帮后，必须将管缆线按原巷道设计要求恢复好，禁止将管缆线背护在改好后的支架内。（13）施工过程中，必须及时将矸石、杂物装运走，确保安全退路畅通。（14）施工期间，必须在巷道宽敞处配足备用应急材料，材料堆码整齐，不得影响质量标准

50、化工作。（15）巷道压力显现明显，厢梁腿变形严重，均应重新掺厢。22.-321m74002二段机巷及放水钻场开口掘进前，开口位置处架设好双抬棚，搭设抬棚规格及操作顺序。（1）规格：双抬棚，抬梁1组2根，长2.2m；下宽3.0m；棚腿5组10根，长2.6m，；卡梁3组6根长2.3m，抬棚高度2.1m。抬厢全部腿子必须设在坚硬的岩石上，脚窝深度不小于0.2m。（2）换抬棚棚腿前，必须对该抬棚前后5m的金属棚进行加固，加固方式在棚梁下方采用单体液压支柱（使用防倒绳）配开快料“一梁二三柱”进行加固，（3）施工队采用风镐打好抬棚棚腿柱窝.（4）架设好抬棚棚腿、抬梁，卡梁，并用专用抱箍在抬棚棚脚和梁子处加

51、固，架设棚腿时，尽量与巷道方向保持一致，同时调整好棚腿的下宽和高度，保证抬棚的平整性。抬棚架设好后，及时将抬棚棚腿子和抬梁采用抱箍连接固牢，让抬棚形成一个整体，增加抬棚的稳定性，按照抬棚要求所架设的抬厢必须高大、平整、稳固。（5）抬棚架设好后必须及时接顶背护，背护必须严实。（6）抬设好抬棚后，并用锚杆对抬棚东帮的棚腿进行锁紧加固（7）施工队逐一撤出石门南帮棚腿。（8）施工队逐一撤出石门的单体液压支柱。（9）严格按南桐矿业公司架设抬棚的有关规定执行。23.架棚支护操作措施（1）操作人员用风镐将巷顶刷出（若片帮抽冒严重则必须采用二寸板“刹刁”作超前支护，控制抽冒），用前探梁必须用夹具楔紧, 向前移

52、动前探梁必须明确专人先松其中一根前探梁的夹具，将前探梁移动到碛头，并将夹具夹好并楔紧后，方能移动另一根前探梁。只有将两根前探梁移至碛头夹紧固后，然后把金属棚梁放在前探梁上。（2）操作人员及时用排花笆片对棚顶进行支护，必须支护严实，严禁空顶。排花、笆片背护时，排花间距不大于0.25m，芭片塔头不少于0.1m。（3）背护好棚顶后，操作人员用风镐将巷道东帮刷出（若片帮抽冒严重则必须采用二寸板“刹刁”作超前支护，控制片帮），然后架好棚腿，并派人看棚腿的“明暗高低”。（4）巷道东帮棚腿加好后，然后用排花笆片巷道东帮进行背护严实，严禁空帮。（5）巷道东帮棚腿背护好后，操作人员用风镐将巷道西帮刷出（若片帮抽

53、冒严重则必须采用二寸板“刹刁”作超前支护，控制片帮），然后架好棚腿，并派人看棚腿的“明暗高低”。（6）巷道西帮棚腿加好后，然后用排花笆片巷道东帮进行背护严实，严禁空帮。（7）厢加好后，及时用前探梁必须用夹具楔紧。（8）严格执行“进一、支一”的施工顺充，严禁人员进入未支护区域。24.遇地质构造须转向时，期间施工队每班联系地测科以便正确施工。并有记录可查。25.若遇厚煤区掘进时，可采用架“地梁”或支“地棚”的方式进行支护。26.机巷掘进碛头只允许一把风锤及一把风镐施工，若风锤、风镐同时施工，必须保证0.5m以上安全距离。第三节 爆 破1炮眼打齐后，必须用压风吹尽炮眼内的煤（岩）粉和积水，方能进行装

54、药工作，装药时煤眼必须装0.050.1m的底泥，每眼必须装12条水炮泥（吹眼时，碛头20m外设岗，严禁人员进入）。2炮眼深在1.0m2.0m，每眼装药量须视碛头煤岩硬度、厚度等情况综合而定，装药长度不大于眼深的1/2；炮眼深度在1.0m以上时，封泥长度每眼不小于0.5m；炮眼深度不足1.0m时，封泥长度不得小于1/2，炮眼深度不得小于0.6m，岩眼最小抵抗线不少于0.3m，煤眼最小抵抗线不少于0.5m。 3放炮使用三级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用毫秒延期电雷管15段（若炮眼个数少于5个，则采用煤矿许用毫秒延期电雷管15段中的任意相邻两段），正向装药结构，大串联一次装药一次起爆。4掘进时，起爆点、

55、站岗点、搜索线路如下： （1）起爆点： 设在-325m02区石门与-450m-325m02区下煤上山交叉口处（该处设置电话）。（2）站岗地点：A、起爆地点；（3）搜索路线（下煤眼及内齿轮窝子未形成前）：碛头(2人)-321m74002二段机巷-325m02区放水眼放水眼与-325m75003矽抽巷交叉口处，1人站临时岗，另1人沿矽抽巷向南搜索至花板后原路返回与临时站岗人员汇合，2人汇合后，2人继续向北搜索-325m75003矽抽巷矽抽巷与-325m02区石门交叉口处，1人站临时岗，1人沿-325m75002矽抽巷向北搜索至控风墙后原路返回与临时站岗人员汇合，2人汇合后，2人沿-325m02区石

56、门向西搜索至-325m02区石门与-450m-325m02区下煤上山交叉口处，1人站岗，另1人停电并向调度室汇报站岗情况请求放炮，经调度室同意后，方可起爆。搜索路线（下煤眼及内齿轮窝子形成后）：碛头(3人)-321m74002二段机巷机巷与-321m联络石门交叉口处，分两路搜索：2人继续沿-321m74002二段机巷向南搜索至机巷与-325m02区下煤眼交叉口处1人向东搜索-321m联络石门回风联络巷内齿轮窝子内齿轮窝子与-321m74002二段机巷交叉口处站临时岗3人汇合后，3人分两路搜索1人沿-325m02区下煤眼向下搜索至下煤眼与-325m02区石门交叉口处站临时岗2人继续沿-321m7

57、4002二段机巷向南搜索-325m02区放水眼放水眼与-325m75003矽抽巷交叉口处，1人站临时岗，另1人沿矽抽巷向南搜索至花板后返回与临时站岗人员汇合，2人汇合后，2人继续向北搜索-325m75003矽抽巷矽抽巷与-325m02区石门交叉口处与临时站岗人员汇合3人汇合后，2人站临时岗，1人沿-325m75002矽抽巷向北搜索至控风墙后返回与临时站岗人员汇合，3人汇合后，3人沿-325m02区石门向西搜索至-325m02区石门与-450m-325m02区下煤上山交叉口处，1人站岗，另1人停电并向调度室汇报站岗情况请求放炮，经调度室同意后，方可起爆。（1人休息）5.放炮前必须停禁区内所有非本

58、安型电源，。6.只有在局扇正常供风、禁区内断电、无人、瓦斯浓度不超限、岗哨站好后，并请示调度室，经调度室同意后，才能进行放炮工作。放炮后必须等足30分钟，待炮烟吹散后，经调度室同意后,方可由放炮员汇同班长和瓦检员由外向里,检查瓦斯、通风、顶板、支护、再检查放炮效果等情况,严禁人员进入未支护地段，确认无安全威胁后,方可撤除岗哨,恢复下一循环作业,放炮全过程在调度室监控下进行。7.整个装药和放炮过程中，严格按“一炮四检”、“三人连锁换牌放炮”制度和“三把锁放炮管理规定” 执行，若遇瞎炮、残爆必须严格按照煤矿安全规程第342条之规定执行。8.放炮设置警戒时，拉炮点必须挂爆破说明牌，站岗点必须挂设好警

59、 绳、警戒牌；防止人员在放炮期间进入禁区，发生事故。9.巷道开口时，先采用风镐掘煤槽，再放小炮的方式进行，若遇煤层较厚达到2.2m时，开口点5m范围内严禁放炮。10.放炮母线采用1.5mm²以上的硬质铜芯线或二芯电缆，用木卡子按规定铺设，每次放炮后放炮母线必须扭结成短路在母线盒内锁好；严禁有明接头、对接头（接头错位不小于300mm）。11.爆破员持证上岗，炸药和雷管必须分装分运，运到位的炸药、雷管分别存在炸药箱和雷管箱内，炸药箱和雷管箱相隔5m的距离存放并上锁且有明确标识牌。12.放炮时，必须使用好高分子挡矸栏板，防止放炮时打垮厢。13.每次放炮前将碛头工具，展移至后方安全地段，放炮

60、后及时恢复。瓦斯监测探头向后展移距离不少于40m。14.放炮时，碛头15m范围设置一组风水喷雾装置，放炮时正常开启，并固定在巷道底板上。15.用压风吹炮眼时，碛头后方25m处设岗，严禁人员误入。第四节 机电管理1所有电工要熟悉掌握电气设备使用性能一般维修技术，严格执行煤矿安全规程中的有关电气部份的规定。2电气维修必须按照煤矿安全规程规定作业，严格执行停送电制度，坚持停电挂牌，或派专人看管，谁停电谁送电。3所有电气保护灵敏可靠，不准随意撤除不用，当保护不灵时，应停电处理，处理不好不准强行送电。4机电队要定期检查设备的防爆性能、绝缘保护性能，对不符合要求的设备、配件及进行更换严禁失爆，每周不少于1次并且有记录可查。