1、 山西朔州平鲁区XX煤业有限公司副斜井井筒施工作业规程目 录第一章 概况 3第一节 概述 3第二节 编写依据3第二章 井田概况及地质水文情况 3 第一节 井田概况 3第二节 地质水文情况3第三章 巷道布置及支护说明 4第一节 巷道布置4第二节 支护设计 5第四章 施工工艺 9第一节 明槽段施工 9第二节 转入暗硐后的表土及风化基岩段施工10第三节 基岩段施工 10第四节 支护工艺 12第五节 装运岩（煤）方式14第六节 特殊地层施工 14第七节 井筒防、治水 15第八节 揭煤施工安全技术措施15第五章 劳动组织及主要技术经济指标 15第一节 劳动组织 15第二节 循环作业图表17第三节 主要技2、术经济指标 17第六章 生产系统 17第一节 通风系统 17第二节 压风系统19第三节 防尘系统19第四节 防灭火 20第五节 安全监测监控系统 20第六节 供电系统 21第七节 运输系统 21第八节 通讯、照明及电视监控系统25第九节 排水系统 26第七章 灾害预防及避灾路线 26第一节 避灾原则 26第二节 灾害处理程序及措施 27第三节 避灾路线 28第八章 安全技术措施 28第一节 通用部分 28第二节 顶板管理 29第三节 “一通三防”管理 30第四节 凿岩爆破管理33第五节 防治水管理37第六节 电器设备管理37第七节 运输管理 39第八节 复道安全注意事项 41第九节 起吊重物安3、全注意事项43第十节 挖掘机管理44第十一节 其它45第 一 章 概 况第一节 概 述一、工程名称本施工作业规程扩修的巷道名称为XX煤业副斜井井筒。二、掘进目的及巷道用途掘进目的是为了形成该矿井通风系统及辅助运输系统。三、巷道设计长度及服务年限副斜井设计长度516m。服务年限 ：同矿井服务年限。四、其他本施工规程不包括井筒铺底、台阶、水沟及铺轨等，施工时另行编制施工措施。第二节 编写依据一、掘进巷道设计图纸XX煤业副斜井井筒设计蓝图及设计变更，图号S1034-116-1二、其余编制依据1、XX煤业井筒扩修工程施工合同。2、煤矿安全规程（2006年版）3、矿山井巷工程施工及验收规范GBJ213-4、90。4、煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94。5、建井工程手册、凿井图册及现行有关政策、法规和标准第二章 井田概况及地质水文情况第一节 井田概况一、交通位置山西朔州平鲁区XX煤业有限公司井田位于朔州市平鲁区（井坪）之东约4km处，行政区划属于朔州市平鲁区井坪镇管辖，其地理坐标为：东经11219191122127；北纬 393057393239。井田南距朔州市约20km，其间有柏油路相通，另有木瓜界煤矿铁路专用线一条，长约33km，直达大新火车站。朔州市与大（同）运（城）二级公路干线及北同蒲铁路线相衔接。南到太原235km，到大同150km。木瓜界集运站通过北同蒲铁路干线连结全国各地5、，交通便利。二、地形地貌本井田位于管涔山脉东麓，地表大部为黄土覆盖，基岩出露较少，呈现为中低山丘陵地貌。纵观井田，沟壑纵横，梁峁绵延，植被稀少，总体地势呈南北高，中间低，西高东低趋势，主要由两沟三梁组成，梁面较平缓，沟谷崎岖，以北西向为主，次为北东向，呈树枝状，以“U”型谷为主。地形最高点位于井田中部，标高1480.12m，最低点位于井田北西部边界沟谷中，标高约1380.20m，最大相对高差为99.92m。三、河流井田内无大的河流，由于强烈的侵蚀切割，形成多条黄土冲沟，其上游呈“V”字型，下游是“U”字型。大小沟谷平时干枯无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄至七里河。区内河流主要为七里河，属海河流6、域桑干河水系。七里河发源于平朔矿区西部西石山脉山麓，全长约37km，向南东流经朔州市汇入桑干河，汇水面积181km2。平时径流量很小，甚至干涸，雨季山洪爆发，洪流量增大，但历时短暂。现已被引黄工程从细水村拦坝截流，河水改道注入马关河。故该河平时干涸无水，雨季为排洪通道。引黄工程干线由北向南从井田中部穿过，至细水村转向东，伸出井田外。四、气象及地震情况井田位于晋西北黄土高原区，属温带大陆性气候。干燥、昼夜温差大，风沙多为本区气候主要特点。全区平均气温4.5，一月最冷，平均气温-12，极端最低气温-32.4。七月最热，平均气温20，极端最高气温38.2。最近十年来年降水量在330.9453.8mm7、之间（19972007年），主要集中在七、八月份，占全年降水量的50%以上。年蒸发量1375.62598.00mm，平均2351mm，为年降水量的5倍。全年无霜期100120天，初霜期为九月下旬。冰冻期为十月下旬至次年四月中旬，最大冻土深度1.51m。本区风沙大，八级以上大风（风速大于17.2m/s）年平均有25天以上。一般风沙日在290天以上，多集中在冬春季节。风向以西北风最多，最大风速可达21m/s以上。根据中华人民共和国标准GB183062001中国地震动峰加速度区划图，井田所属地区的地震基本烈度值为度，地震动峰值加速度分区为0.10g。历史上有过多次地震记载。据朔县志及山西通志记载，从8、公元144年至1683年前后本区有感地震14次，其中公元512年、849年、1291年3次较强、房屋倒塌，人畜死亡数千。1407年6月9日和1958年9月5日平鲁区曾发生5.5级地震。1952年崞县地震，1976年唐山地震以及1989年阳高大同地震均波及本县但未造成损失。五、自然灾害本地区主要的自然灾害有大风天气、地震、山体滑坡等，矿方应根据实际情况采取相应的预防治理措施。六、邻近矿井情况本井田内没有其它生产小煤矿开采。本井田东南部、南部与平朔安太堡露天煤矿相邻，北部与山西朔州平鲁区易顺煤业有限公司煤矿相邻，北西部与中国中煤能源股份有限公司安太堡井工矿(平朔三号井工矿)，西部与山西朔州万通源井9、东煤业有限公司煤矿相邻。现就各相邻矿井基本情况简述如下：1、平朔安太堡露天煤矿为大型国有露天煤矿，80年代开始建井，并试生产。批准开采4、9、11号煤层，设计生产能力为1500万t/a，现正在开采4号、9号煤层，井田面积47.8645km2。该矿采用单斗卡车开采工艺，其采煤方法根据煤层赋存条件和工作面推进方向，对倾角小于6的煤层，分爆分采。对倾角大于6的煤层，采用顶板露煤，并以8%横向坡度进行台阶分层，沿此分层进行倾斜分层开采。属类容易自燃类自燃煤层。煤尘火焰长度3510mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量6590%，有煤尘爆炸的危险性。目前未发现与本矿有越界开采现象。2、山西朔州平鲁区易顺煤业有限公10、司山西朔州平鲁区易顺煤业有限公司煤矿原为山西朔州平鲁井木煤矿有限公司。整合前矿井始建于1990年，井田总面积0.900 km2，矿井生产能力45万t/a，批准开采4、9号煤层。据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200981号关于朔州平鲁区XX煤业有限公司等四处煤矿企业兼并重组整合方案的批复文，批准该矿为单独保留矿井，采矿许可证（证号1400002009111220044139），井田面积为5.7488 km2，批准开采4#、9#、11#煤层，生产规模120万t/a。主井及大巷采用皮带运输机，顺槽为40刮板运输机，为低瓦斯矿井。本次调查，未发现与本矿有越界开采现象。3、中国11、中煤能源股份有限公司安太堡井工矿(平朔三号井工矿)该矿为大型矿井，90年代开始建井，并试生产。批准开采4、9、11号煤层，设计生产能力为600万t/a，现正在开采4号、9号、11号煤层，井田面积18.0016km2。该矿采用斜井开拓，其采煤方法确定矿井在首采区9号层布置一个一次采全高综放工作面，综放工作面设计产量为600万t/a。以一个主水平和两个辅助水平开拓全井田，主水平设在9号煤层，4号煤层、11号煤层分别设置辅助水平，矿井水平大巷与辅助大巷均沿煤层布置。井田内各煤层吸氧量在0.470.96cm3/g之间，自燃倾向性等级为类容易自燃类自燃煤层。煤层均有煤尘爆炸的危险性。为低瓦斯矿井。目前未12、发现与本矿有越界开采现象。4、山西朔州万通源井东煤业有限公司矿区范围内原有一号井和二号井，二号井已关停，一号井建于1981年10月，投产时间1989年4月，井田面积为3.2159km2，开采层位为4号煤层，开拓方式为斜井开拓，刀柱式采煤，爆破落煤，工作面水泥锚杆点柱，运输大巷锚杆棚架支护，主井及大巷采用皮带运输机，顺槽为刮板运输机，井下涌水量720m3/d，低瓦斯矿井。目前未发现与本矿有越界开采现象。井田四邻关系详见图1-1-2。七、矿井电源条件矿井目前已有两回35kV供电电源，一回引自木瓜界110kV变电站，输电线路长度4km，另一回引自井坪110kV变电站，输电线路长度3.5km，架空线均13、为钢芯铝绞线，型号均为LGJ-120，避雷线型号为GJ-35，铁塔架设。八、矿井水源条件根据现有资料和矿井生产能力以及矿井用水特点，本设计水源采用分质供水形式。工业场地用水水源由深水井泵房提升至工业场地生活消防水池，深水井日供水能力为500m3/d，水质、水量满足生活用水要求。工业场地生产及井下生产、消防洒水水源取自井下水处理站。井下排水经处理达标后回用。矿井正常涌水量120m3/h，矿井最大涌水量160m3/h，井下水处理站最大处理能力为3840m3/d。九、矿井通讯矿井通信系统包括行政通信和生产调度通信。矿井设通信交换机室，对矿井地面、井下各用户进行行政、调度通信。矿井通信交换机与当地县电14、信局利用10对通信光缆联网。十、主要建材供应矿井建设所需的建材，如砖瓦、水泥、石料、砂子等当地可以满足供应，钢材、木材需由外地调进。十一、村庄压煤及土地征用井田内共有村庄1个，初期不考虑村庄搬迁，存在村庄压煤情况，按要求设置村庄保安煤柱。本矿井工业场地为利用现有场地，初期不考虑征用土地。十二、人文及资源状况朔州市平鲁区位于山西省北部，西北沿长城与内蒙古自治区接壤，西南与本省忻州地区相邻，东连山阴县，北接右玉县。总面积2314.5平方公里。平均海拔1400米左右，年平均气温5.5C，四季分明，气候宜人。境内矿藏资源丰富，交通便利，通讯设施完备，发展经济潜力巨大。井坪镇是区委、区政府所在地，北距呼15、和浩特市160公里，南距省府太原270公里，东距煤都大同市138公里，是全区的政治、经济、文化中心。农业方面，土地资源广阔是本区的自然优势，全区共有土地349万亩，其中耕地121.7万亩，宜林地80万亩，牧坡84万亩。人均土地26亩，农村人均耕地7亩。雨量适中，日照充足，农作物中的莜麦、山药、葫麻、荞麦、大豆、豌豆、谷子等颗粒饱满品质优良，产量丰富。资源方面，境内资源丰富，物华天宝。已探明的矿产资源主要有煤、高岭土、石墨、石灰石等40余种。其中煤、高岭土、石灰石等蕴藏量大，开采价值高。煤储量达130亿吨，主要有4号、9号、11号煤层可采，地质构造简单，埋藏浅，易开采，煤质优良，是良好的动力用煤16、，驰名中外的平朔安太堡露天煤矿就在本区境内。高岭土总储量13亿吨，其中高岭岩勘探储量272.5万吨，可采储量140万吨，厚度为2米。除煤、石灰石外，其它资源尚未得到有效开发，经济潜力巨大，发展前景广阔，对国内外投资者具有强大的吸引力。交通方面，109国道纵贯南北，与山西大动脉大运公路相接；引黄入晋万家寨专线横穿东西，元（元子河）芦（芦家窑）、安（安太堡）木（木瓜界）两条铁路专线与北同蒲线接轨，“纵横四主干，网络连支线，出境六大口，全区大回环”的乡乡通油路、村村通公路的交通格局已经形成。电力方面，电力网络覆盖全区，有110千伏变电站1座，35千伏变电站5座，高压配电线路1200多公里，华北最大的17、火力发电厂神头电厂距区政府30公里。第二节 地质水文情况一、井田地质勘探程度根据山西地宝能源有限公司2010年8月提交的山西朔州平鲁区XX煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，报告查明了井田的构造形态、含煤地层特征；基本探明了井田的水文地质条件；评价了工程地质条件复杂程度。山西省煤炭工业厅2010年9月16日下发晋煤规发【2010】1037号文“关于山西朔州平鲁区XX有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”，对该地质报告进行批复。二、地层及含煤地层（一）地层本井田位于宁武煤田北端平朔矿区的北部，平藩城精查区西部。井田内均被黄土覆盖。据井田内和周边钻孔揭露情况，井田内地层由老至新依次为奥陶系中统18、上马家沟组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组及上第三系上新统、第四系中上更新统，自下而上叙述如下：1、奥陶系中统上马家沟组（O2s）为煤系地层的基底岩系。本井田内无出露，据区域资料，本组厚度为127.0270.0m，平均为160.0m。主要由暗灰色深灰色石灰岩组成，其次为泥晶灰岩及白云质灰岩。其中还夹有薄层状白云岩和棕褐色斑点状豹皮灰岩。2、石炭系中统本溪组（C2b）根据钻孔资料，本溪组厚度在30.050.0m，平均42.00m。岩性主要由铝土质泥岩、泥岩、细碎屑岩及薄层石灰岩组成，含黄铁矿结核及星散状黄铁矿，波状层理及水平层理发育。下部由浅灰色、灰色铝土岩，粉砂岩及19、铁矿层组成。铁矿位于底部，成鸡窝状赋存；中部多为深灰色、浅灰色砂质泥岩与细砂岩及薄层灰岩，有时也夹薄层中砂岩；上部多为深灰色、灰色粉砂岩和中砂岩，其胶结性良好，比较坚实。与下伏地层呈平行不整合接触。3、石炭系上统太原组（C3t）据钻孔揭露，厚度为88.84112.60m，平均105.02m。主要由灰、灰黑色的各种粒度的砂岩、泥岩、砂质泥岩及煤层组成。底部的K2砂岩为3.506.20m的灰白色、灰色中粒及粗粒石英砂岩，发育良好，是太原组与与本溪组的分界砂岩；中部一层厚砂岩，以长石为主，含砾，胶结松散，易风化，稳定性较好，常作为辅助标志层。太原组共含煤6层，自上而下依次编号为4、6、8、9、10、20、11号煤层。本组与下伏本溪组呈整合接触。4、二叠系下统山西组（P1s）地层厚度为48.8068.95m，平均60.15m，主要由灰色、灰白色砂岩、砂质泥岩及薄煤层组成。底部为中粗粒长石石英砂岩，厚1.154.70m，平均3.32m，层位稳定，为K3分界砂岩，与太原组分界，该组砂岩粒度横向变化大，常相变为细砂岩，大多含有大小不等的砾石，经常为4号煤层之直接顶板。本组与下伏太原组呈整合接触。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）主要由灰色、灰黄色砂岩、粉砂岩及砂质泥岩组成，夹煤线。下部砂岩比例较大，向上泥质岩类较多。砂岩多呈黄绿色，含砾，分选性较差。底部黄绿色含砾粗砂岩为下石盒子组与山西组分界砂岩，横21、向变化较大，本组由于地层剥蚀仅保留有下部地层，井田内最大残留厚度65.57m。该组与下伏山西组呈整合接触。6、上第三系上新统（N2）井田内无出露，根据钻孔揭露，下部为石灰岩砾石层，中夹粘土；上部为深红色粘土，粘土层下部夹较多的砂砾及铁质结核，厚度5.0020.00m，平均厚度15.00m。7、第四系中上更新统（Q2+3）井田内分布较广，下部为中更新统浅黑红色砂质粘土，具大型节理，中夹含钙质结核的古土壤多层，局部地区下部有24m砂砾层。上部为上更新统黄土，岩性为粉砂质亚粘土，较疏松。厚度在井田内变化较大，钻孔最大厚度28.60m，平均15.97m。本组与下伏地层呈角度不整合接触。（二）含煤地层井22、田范围内含煤地层为石炭系上统太原组。1、石炭系上统太原组(C3t)本组含4号、6号、8号、9号、10号、11号共6层煤，根据含煤性可分为三段：下段：为K2砂岩底至9号煤层顶，为一套砂岩、泥岩、细砂岩、煤层组成的含煤层段，含9、10、11号煤层，11号煤层顶板为砂岩或泥岩，煤层层位稳定，是在潮坪和潮坪砂坝的基础上发育起来的泥炭沼泽，煤以暗煤为主，硫含量较高，9号煤层沉积厚度大，结构复杂，煤岩类型以亮煤为主，在煤层中可见透镜状黄铁矿、菱铁矿结核，9号煤层为半咸水三角州前缘和三角州成煤环境的产物。中段：为6号煤层顶至9号煤层顶，为一段厚层砂岩间夹薄层泥岩、砂质泥岩及煤层之交互沉积带，中间沉积了6号、23、8号煤层，中厚砂岩为三角州分流河道沉积，在其两侧洪泛盆地或支流前端，局部地方发育了沼泽，沉积了不稳定的6、8号煤层。上段：含4号煤层，4号煤层具厚度大，结构复杂，夹多层高岭石夹矸，具低硫的特点，为发育在三角州平原洪泛盆地上的淡水泥炭沼泽，造成夹矸发育，灰份稍高。综上所述，井田主要含煤地层为石炭系上统太原组。其主要特点是含可采煤层多，且厚度大，分布稳定，反映了石炭系太原期在井田一带形成了良好的成煤环境，其广泛分布的泥炭沼泽环境非常适宜植物生长，且延续时间长，从而堆积形成了厚度较大，全区稳定可采的4号、9号和11号煤层。三、井田构造本井田位于二铺向斜东部，井田总体构造为褶曲构造，褶曲开阔平缓。井田24、内地层总体产状为走向北西，倾向北东和南西，倾角14。此外，据矿井井下巷道揭露，发现有2条正断层。（一）褶曲1、S1背斜位于井田中部，原山西朔州赛格煤业有限公司中部，轴向北西向，向南倾伏，两翼基本对称，地层倾角14，背斜轴在井田内延伸长度为3300m。2、S2向斜位于S1背斜东部，原山西朔州赛格煤业有限公司东部，轴向北西向，向南倾伏，两翼基本对称，地层倾角24，向斜轴在井田内延伸长度为3400m。（二）断层1、F1正断层位于井田南部，走向NE 倾向SE，倾角70，落差9m。由井下巷道揭露，井田内延伸长度770m。2、F2正断层位于井田东南，走向NE，倾向NW，倾角70 落差5m，由井下巷道揭露，25、井田内延伸长度350m。井田内未发现陷落柱及岩浆岩侵入现象。综上所述，本井田构造复杂程度为简单。四、煤层特征1、含煤性井田内主要含煤地层为太原组，现将该含煤地层的含煤性叙述如下：太原组（C3t）为井田内主要含煤地层，共含煤6层，自上而下分别为4、6、8、9、10和11号煤层，其中4、9、11号煤层为稳定可采煤层，其余均为不稳定不可采煤层。煤层平均总厚29.19m，本组平均厚度为105.02m，含煤系数为27.79%。可采煤层平均总厚27.99m，可采含煤系数为26.65%。2、煤层对比本井田煤层赋存具有明显的规律性，主要可采煤层均在海陆交替相和过渡相的太原组地层中，从岩性，岩相及煤层本身的特征26、为对比具备了良好的条件，同时建立了具有特殊性质的岩层，即标志层，再借助于煤质、电测曲线及煤层间距等方法，更增强了煤层对比的可靠性。（1）煤层对比的依据煤层厚度标志及层间距井田4号、9号煤层厚度巨大，结构复杂，其特征较为明显，层位易于确定。而11号煤层厚度较小，借助与9号煤层的层间距变化，其层位易于确定。标志层4号煤层顶板多为山西组基底（K3）砂岩，在区内普遍发育为灰白色中粗粒砂岩，含砾及煤屑，特征明显，因而K3砂岩可做为4号煤层对比的依据。测井曲线特征由于各煤层结构、煤岩、煤质所反映的物性差异，各煤层的测井曲线特征也不相同。井田钻孔测井视电阻率、自然电位、自然伽玛，接地电阻梯度等5种参数，曲线27、对煤层反映都好，顶、底界线清楚。在视电阻率、自然电位曲线上，表现为高峰，对于4、9号厚煤组，在测井曲线上反映为“箱形”；而对于6、11号这些厚度较小的煤层，在测井曲线上则为“笋尖”型，在自然伽玛曲线上，煤层表现为低峰值。（2）煤层对比的可靠性井田内太原组含煤地层特征明显，太原组顶部及下部分别为4号、9号煤组赋存层位，煤层相隔间距稳定，易于区分。同时顶部的4号与底部的9号煤层厚度大、层位稳定，结构复杂，与别的煤层易于区分，对比可靠。总之，本区主要可采煤层的层间距变化不大，厚度也较稳定，标志层明显，对比可靠。3、可采煤层井田内可采煤层为4、9、11号煤层，自上而下分述如下：（1）4号煤层位于太原组28、上段，层位稳定，厚度大，煤层厚度为5.1513.60m，平均10.57m，属稳定可采煤层。该煤层结构简单复杂，含夹矸05层，岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。本煤层直接顶为K3砂岩，局部为泥岩、砂质泥岩，有时有炭质泥岩伪顶。底板一般为含植物根化石的泥岩或粗砂岩，砂质泥岩。（2）9号煤层位于太原组中下部，上距4号煤层平均44.39m。煤层厚度8.7018.55m，平均12.89m，为稳定可采煤层，该煤层结构较简单极复杂，含夹矸27层。夹矸岩性多为泥岩、炭质泥岩。顶板多为粗砂岩、砂质泥岩、炭质泥岩。底板为砂质泥岩、泥岩、砂岩。（3）11号煤层位于太原组底部，上距9号煤层平均18.57m，煤层厚度29、2.507.15m，平均4.53m，为稳定可采煤层，该煤层结构较简单，含夹矸13层，夹矸岩性为高岭岩或炭质泥岩。该煤层直接顶板为粗砂岩或砂质泥岩，底板为粗砂岩或泥岩、砂质泥岩。五、井田水文地质条件（一）矿井水文地质1、井田地表水体及河流井田内无大的河流，由于强烈的侵蚀切割，形成多条黄土冲沟，其上游呈“V”字型，下游是“U”字型。大小沟谷平时干枯无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄至七里河。2、井田含水层（1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层该含水层组为上马家沟组，据区域地质资料，该层平均厚度约160m左右，岩性以石灰岩为主，其次为白云质灰岩、泥灰岩等，其岩溶不太发育，仅见细小的溶孔及裂隙，主要含水层为上30、马家沟组中上段含水岩组。本次收集了邻近矿山西中煤潘家窑煤业有限公司井田内PJY-101号水文孔资料（X=4369613.65，Y=19614689.90，H=1305.17），约距井田南6.5km左右，终孔深度536.65m，抽水试验水位降深0.36m时，单位涌水量3.903L/sm，渗透系数36.53742m/d，水位标高1056.67m；矿化度720.67mg/l，总硬度475.81mg/l，水质类型HCO3CaMg，为强富水性含水层。根据此水位标高按0.2水力坡度推测，本井田内水位标高为10571058m左右。（2）太原组砂岩裂隙含水层位于49号煤层之间，岩性为粗、中、细砂岩、粉砂岩及砂31、砾岩，厚度约44.00m，沉积稳定，为层间裂隙水，据相邻矿茂华万通源煤矿407号钻孔水文地质资料表明，该含水层静止水位113.68119.71m，水位标高为1262.531268.56m，单位涌水量为0.00340.0056L/s.m，渗透系数为0.1860.797m/d，为主要含水层，据相邻矿茂华万通源煤矿232号水文孔资料揭露，该层静止水位32.5765.97m，水位标高为1245.801279.20m。该含水层富水性中等。（3）山西组砂岩裂隙含水层该含水层主要为山西组底部的K3砂岩含水层和山西组上部两层砂岩的含水层，K3砂岩岩性主要为中粗砂岩，含有砾石，厚约8.0014.50m，其它上部32、两层砂岩中、粗、细砂岩，为层间裂隙水，据相邻矿茂华万通源煤矿232水文孔和407钻孔资料，这两层含水层静止水位为18.0688.27m，水位标高为1293.711321.14m，单位涌水量为0.00510.10L/s.m。含水层富水性弱中等。（4）下石盒子组砂岩裂隙含水层主要为下石盒子组底部厚层状中、粗砂岩，零星出露于较大沟谷中，其砂岩裂隙发育，钻孔冲洗液漏失严重，据安太堡精查区资料，水位标高1228.211268.40m，地表出露泉水流量0.0140.33 L/s，为弱富水性含水层。（5）第三、四系砂砾孔隙含水层井田内广泛分布，砂砾层大部位于第三、四系下部，地下水补给来源主要为大气降水，据安33、太堡精查区资料，该含水层静止水位10.3211.06m，单位涌水量为0.0210.041L/sm。含水层富水性弱。3、井田隔水层主要为本溪组，厚度30.0050.00m，其中泥质岩岩性致密，细腻，具有良好的隔水性能，为阻隔奥灰岩溶水与上部含水层水力联系的重要隔水层。其次，相间于各砂岩含水层之间厚度不等的泥岩，粘土岩亦可起到一定的层间隔水作用。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置该副斜井井口标高为+1398.214m。井筒全长516m,设计倾角为-16。（见巷道平面布置图）附图2:XX煤业副斜井井筒平面图 附图3:XX煤业副斜井井筒剖面图 附图4:XX煤业副斜井井筒1-1断面图附图5:XX34、煤业副斜井井筒2-2断面图附图6:XX煤业副斜井井筒3-3断面图第二节 支护设计一、 巷道断面（一）表土段浅部采用明槽开挖法施工、表土暗硐段采用挖掘机辅助人工开挖，现浇钢筋砼支护按S1745-116G1-2图纸1-1、2-2断面施工。为了不影响施工期间安装永久提升绞车以及施工期间提升安全，-段待井筒全部施工完成以后，再施工。A、井筒里程018.417m段,斜长18.417m，-7施工，按图纸1-1断面施工，荒宽7700，净宽6700，墙高1100，S荒 =40.47m2，S净 = 25.00m2。B、井筒里程18.41725m段,斜长6.583m，-7施工，按图纸2-2断面施工，荒宽6100，35、净宽4500，墙高1600，S荒 =24.68m2，S净 = 15.15m2。C、井筒里程25131.713m段,斜长106.713m，-22施工，按图纸2-2断面施工，荒宽6100，净宽4500，墙高1600，S荒 =24.68m2，S净 = 15.15m2。（二）基岩段采用中深孔光面爆破、锚网喷支护，全断面掘进，斜长962.076m。A、井筒里程131.7131057.373m段,斜长925.660m，-22施工，按图纸3-3断面施工, 荒宽4740mm，净宽4500mm，荒高4270mm，净高3850mm，S荒 = 18m2，S净 = 15.15m2。B、井筒里程1057.373109336、.729m段,斜长36.356m，-22施工。 暂无施工详图。井筒里程01040m每40m设一个躲避硐，位于台阶侧，为半圆拱形断面，墙高1000mm，宽2000mm，深1500mm，支护形式、强度与相应段巷道相同。水沟位于下行左侧，台阶位于下行右侧，水沟净规格为宽高=200200，台阶踏步宽高=350140，台阶宽800。扶手位于台阶侧，待井筒施工全部结束后再进行安装。二、临时支护暗硐段施工，必须做好临时支护工作，应根据地质条件的不同，分别选用或联合使用以下临时支护措施。金属拱形支架临时支护当巷道掘进断面内以土层或松散、破碎的风化基岩为主，但松散、破碎程度较为严重，为防止发生冒顶，并适当增加掘37、砌段长，可在采取扇形棚支护的基础上，增加金属拱形支架进行临时支护。支架可采用25# “U”型钢制作，支架采用水泥背板与土（岩）面背牢，并可辅以金属网片；棚距视围岩条件控制在500800mm。采用拱形支架进行临时支护后，可将掘砌段长控制在36m。管棚法临时支护当巷道所通过的土层及风化基岩,松碎破碎严重时，也可采取预先打设管棚进行临时支护,管棚所用材料为长3m的2寸钢管,沿巷道掘进断面外轮廓布置,钢管间距200300mm,采用管棚进行临时支护后,挖掘时须配合使用金属拱形支架进行临时支护,棚距控制在500700mm;采用这种临时支护方式时,掘砌段长宜控制在12m。向前掘进过程中,如需继续使用管棚进行38、临时支护,管棚之间的搭接长度以不小于900mm为宜。附图9：扇形棚临时支护示意图。锚网喷临时支护当风化基岩的顶板位于巷道荒顶板2.5m以上,可考虑采用锚网喷进行临时支护,并根据现场条件,适当延长砌碹支护的段长。（二）、基岩段施工放炮后采用前探梁临时支护并及时进行锚网喷。前探梁选用不小于3吋的厚壁钢管，长度不小于4m，每组3根，间距0.81m，用吊环和锚杆固定。吊环形式为半圆型，圆弧朝下。每根前探梁用2个吊环。吊环螺母必须和锚杆配套，吊环必须上满丝且至少露丝23丝，锚固力不小于50kN /根。前探梁与顶板间前端用木背板和小木楔塞紧，后端用大木楔楔紧。临时支护必须紧跟工作面，前探梁至工作面不大于239、00。炮后最大空顶距不超过2500，炮前最小空顶距不大于700。巷道在穿煤层、过破碎带时临时支护可选用点柱或木垛的方式。三、永久支护（一）明槽段支护：明槽开挖完成后，集中人力进行基础挖掘，并随之进行支设模板、浇注混凝土等工作。明槽浇注前，必须先挖掘暗硐2m，并与明槽同时浇注， 2m暗硐挖掘时，视土质情况，可采取管棚、扇形棚、金属拱形支架等方式单独使用或组合使用的方式进行临时支护，并可采取部分断面挖掘的方式（能够满足支设模板的需要即可）。明槽砼浇注采用人工入模，模板采用钢木组合模板，根据现场具体情况进行加工。明槽由下而上浇注砼至井筒变坡点位置后，对变坡点至井口设计标高段按照井筒倾角采用红砖砌筑挡40、墙，拱部焊制槽钢支架，铺设彩钢板，以防止雨水灌入井筒。（1）材料选择：采用PO32.5R普硅水泥，中粗河砂，2-4cm坚硬石灰岩碎石，水采用洁净水，不含酸，碱及油污。（2）砼的拌制及输送：在井口附近设搅拌站，安装JS-500型强制式搅拌机，各种砼用料，经电子计量后（计量器由质检部门检测后方可使用），倾入搅拌机内搅拌90s，直至搅拌均匀，砼配合比要根据实际使用的原材料进行配合比试验，确定最佳配合比，并按配合比进行配制。为确保井筒无淋水现象，混凝土中添加BR防水剂。砌碹砼强度等级为C30。(可使用符合设计要求及规范的商用砼)（3）砼浇注明槽砼浇注采用钢管脚手架固定碹胎及模板；模板支设时碹胎可采用141、8号槽钢，墙部站柱可采用150150mm的方木；亦可采用12号矿工钢制作的整体支架支模。内模模板采用长度3m和6m的10#槽钢，外模可采用土建钢模；采用人工配合溜灰管浇注砼，砼浇注应分层对称进行，每层浇注厚度不超过300mm，浇注砼应连续进行，间歇时间不得超过2小时，超过2小时时，采取措施进行处理，采用震捣器捣固砼，捣固工作设专人分片负责，震捣棒插入下层砼中50-100mm，每次移动距离350mm,震捣砼表面出浆，无气泡上浮为止。（二）转入暗硐后的表土及风化基岩段支护：暗硐砼浇注采用先墙后拱法，利用钢管脚手架或方木固定碹胎及模板，支模所用材料同明槽段。暗硐运送砼可采用“V”型矿车，砼用料及振捣42、工艺同明槽段。（三）基岩段支护1、锚杆支护工作面出净矸石后,及时检查斜井井筒开挖断面,并清除局部欠挖,符合设计要求后,采用YT-27型风钻钻墙部锚杆眼，MTQ120型锚杆钻机钻拱部锚杆眼；钻锚杆眼前，应根据设计要求和围岩情况，定出孔位，做出标记，锚杆眼要垂直斜井井筒周边轮廓，锚杆眼钻好后要吹净孔内积水和岩粉，并检查孔位、孔径、孔深及布置形式达到设计要求后，方可安装。树脂锚杆安装：锚杆安装前，施工人员应先用杆体测孔深，做出标记，然后用锚杆杆体将树脂药卷送至眼底。搅拌树脂时，应缓慢推进锚杆。树脂搅拌完毕后，应立即在孔口处将锚杆临时固定。安装托板应在搅拌完毕15分钟后进行，托板应紧贴岩面，锚固力应符43、合设计规定。2、喷砼支护耙装机前要及时进行初喷，耙装机后复喷成巷。 喷射砼材料的选用：水泥为PO32.5普硅水泥,砂为中粗石英砂,石子为5-10mm粒径坚硬石灰岩,速凝剂掺入量为水泥用量的3-5%，水清洁无杂质。喷砼干料的拌制与输送各种砼用料在井口附近搅拌站，按配比要求配合后经搅拌机搅拌均匀后装入矿车，运送至井下工作面喷射，喷射砼强度等级为C20。砼喷射喷浆机布置于耙装机后15-30m。砼干料经矿车运至工作面附近喷射机旁，人工用铁锨将砼干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。喷射砼开机顺序为开风开水开喷射机下料喷射喷射机工作风压，控制在0.3-0.4Mpa之间。喷射机停机顺序为，待喷射干料44、全部喷出后停喷射机停水停风工作面喷射应自下而上，逐段进行。喷射砼前，应找掉所有的危岩、浮石，严格进行敲帮问顶工作，并用高压风水冲洗受喷面，对遇水易泥化的岩层，应用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射机司机与喷射手联系好，喷射区内设防爆照明灯，并加强通风。喷射作业前，应对机械设备、风、水管路、输料管及电器线路等进行全面检查及试运转。当受喷面有涌水、淋水时，喷射砼前应安装导水管排水，当围岩破碎时，应增加金属网。喷射手应经常保持喷头畅通，喷头距受喷面应保持0.81.2m距离,控制好水灰比,保持砼表面平整,湿润光泽,无干斑滑移流淌现象,喷砼回弹率控制在喷墙不大于15%,喷拱不大于25%。在初喷砼支45、护后3050m，按设计要求进行二次复喷砼成型。达到设计要求厚度，复喷砼前必须冲洗干净砼受喷面，要求成型后巷道砼表面平整，成型规整，无明显凹凸。四、井巷模板组装规格偏差应符合以下规定1）宽度：中线至两帮模板的距离：合格：+10+40；优良：+10+30。2）高度：腰线至顶、底板距离：合格：+10+40；优良：+10+30。3、井巷模板组装允许偏差应符合以下规定1）基础深度：-30+100；2）轴线位移：5；3）相邻两模板表面高低差：5；4）模板接茬平整度：15。五、可缩性U型钢支架架设的允许偏差1）搭接长度：-30；2）卡缆螺栓扭矩：5%；3）支架间距：50；4）支架梁扭距（限值）80；5）卡缆46、间距：20；六、钢筋安设位置的允许偏差，1）受力筋允许偏差:间距10,排距5；2）受力筋保护层允许偏差10。七、井巷混凝土支护工程的规格偏差1）中线至任一帮距离：合格：0+50；优良：0+30。2）腰线至顶、底板距离：合格：0+50；优良：0+30。其余未尽项目执行MT500994煤矿井巷工程质量检验评定标准中的相关规定。锚网喷巷道工程质量规定（见下表）合格优良施工坡度2250米范围内误差150米范围内误差0.5巷道净宽宽度中线至任一帮距离-50+2000+200巷道净高高度腰线至顶、底板距离-50+2000+200锚杆间排距800800100锚杆孔深度21000+50锚杆角度垂直轮廓线误差147、5锚杆外露长度100符合要求喷射砼厚度150不小于设计90%不小于设计金属网对接符合要求绑扎不大于100 第四章 施工工艺第一节明槽段施工一、明槽开挖1、人员进场前，业主须将现工业场地平整至副斜井井筒设计标高，即+1204.5m。为便于井筒施工，拟按照22倾角开挖明槽，边坡角取53，开挖起点距设计井口的平距为18.280m，开挖的垂直深度为10m（井口标高至明槽最深处底板）。明槽开挖采用机械挖土为主，人工挖土、刷坡为辅，明槽工作面配备W-50型挖掘机1台，12T自卸汽车2辆，挖掘机挖土后直接装入自卸汽车，为了加快挖掘速度，挖掘机可下坑作业。附图10：XX煤业副斜井井筒明槽开挖平面图附图11：X48、X煤业副斜井井筒明槽开挖剖面图附图12：XX煤业副斜井井筒明槽开挖段面图明槽挖掘施工时，在保持边坡稳定的前提下,适当放大边坡角度,明槽开挖后设观测点观测边坡变形情况,为了减少明槽开挖量,施工时根据具体情况采取台阶法、支撑加固法或锚网喷砼法临时支护边坡。2、明槽开挖技术要求（1）明槽开挖前做好测量工作，给出明槽边线、中线，明确明槽位置，并在施工中随时检查。（2）明槽开挖前要作好截、排水工作，根据明槽地形情况，沿明槽边缘设挡水墙或截水沟。（3）明槽工作面布置要合理，开挖坡度要准确，不得乱挖、超挖，严禁掏底开挖。（4）进入开挖场地的临时汽车道路应随分层开挖高度提前规划修筑好。（5）明槽开挖施工遇水时49、，应采取排水、降水措施以保证正常施工。（6）明槽两侧边坡及底部接近基础标高时预留200mm。机械开挖至预留层时，停止开挖，待进行基础施工前，用人工突击开挖，随即进行基础施工。（7）明槽开挖后，必须及时对迎脸及左右边坡进行临时支护。3、明槽砌碹明槽开挖完成后，集中人力进行基础挖掘，并随之进行支设模板、浇注混凝土等工作。明槽浇注前，必须先挖掘暗硐12m，并与明槽同时浇注，该2m暗硐挖掘时，视土质情况，可采取超前管棚、金属拱形支架等方式单独使用或组合使用的方式进行临时支护，并可采取部分断面挖掘的方式（能够满足支设模板的需要即可）。明槽砼浇注采用溜灰管人工入模，模板采用钢木组合模板，根据现场具体情况进50、行加工。明槽由下而上浇注砼至井筒变坡点位置后，对变坡点至井口设计标高段按照井筒倾角采用红砖砌筑挡墙，拱部焊制槽钢支架，铺设彩钢板，以防止雨水灌入井筒。（1）材料选择：采用PO32.5R普硅水泥，中粗河砂，2-4cm坚硬石灰岩碎石，水采用洁净水，不含酸，碱及油污。（2）砼的拌制及输送：在井口附近设搅拌站，安装JS-500型强制式搅拌机，各种砼用料，经电子计量后（计量器由质检部门检测后使用），倾入搅拌机内搅拌90s，直至搅拌均匀，砼配合比要根据实际使用的原材料进行配合比试验，确定最佳配合比，并按配合比进行配制。砌碹砼强度等级为C30。（3）砼浇注明槽砼浇注采用钢管脚手架固定碹胎及模板；模板支设时碹51、胎可采用18号槽钢，墙部站柱可采用150150mm的方木；亦可采用20号槽钢制作的整体支架支模。内模模板采用长度3m和6m的10#槽钢，外模可采用土建钢模；采用人工配合砼溜灰管浇注砼，砼浇注应分层对称进行，每层浇注厚度不超过300mm，浇注砼应连续进行，间歇时间不得超过2小时，超过2小时时，采取措施进行处理，采用震捣器捣固砼，捣固工作设专人分片负责，震捣棒插入下层砼中50-100mm，每次移动距离350mm,震捣砼表面出浆，无气泡上浮为止。第二节、转入暗硐后的表土及风化基岩段施工（1）掘进明槽转暗硐后掘进施工视土层及风化基岩层在巷道断面的分布情况及稳定情况，分别采用人工挖掘、风镐刷掘、放松动炮52、的方式进行掘进。能够采取人工直接开挖方式时，均采用人工直接开挖，辅以风镐刷掘；当风镐开挖困难时采用浅打眼，少装药，放松动炮的方法掘进，然后再用风镐修整巷道。（2）临时支护暗硐段施工，必须做好临时支护工作，应根据地质条件的不同，分别选用或联合使用以下临时支护措施。金属拱形支架临时支护当巷道掘进断面内以土层或松散、破碎的风化基岩为主，但松散、破碎程度较为严重，为防止发生冒顶，并适当增加掘砌段长，可在采取扇形棚支护的基础上，增加金属拱形支架进行临时支护。支架可采用25# “U”型钢制作，支架采用水泥背板与土（岩）面背牢，并可辅以金属网片；棚距视围岩条件控制在500800mm。采用拱形支架进行临时支护53、后，可将掘砌段长控制在1525m。管棚法临时支护当巷道所通过的土层及风化基岩,松碎破碎严重时，也可采取预先打设管棚进行临时支护,管棚所用材料为长3m的2寸钢管,沿巷道掘进断面外轮廓布置,钢管间距200300mm,采用管棚进行临时支护后,挖掘时须配合使用金属拱形支架进行临时支护,棚距控制在500700mm;采用这种临时支护方式时,掘支段长宜控制在12m。向前掘进过程中,如需继续使用管棚进行临时支护,管棚之间的搭接长度以不小于900mm为宜。锚网喷临时支护当风化基岩的顶板位于巷道荒顶板2.5m以上,可考虑采用锚网喷进行临时支护,并根据现场条件,适当延长砌碹支护的段长。（3）永久支护暗硐砼浇注采用先54、墙后拱法，利用钢管脚手架或方木固定碹胎及模板，支模所用材料同明槽段。暗硐运送砼可采用“V”型矿车或砼输送泵，砼用料及振捣工艺同明槽段。（4）施工提升系统明槽转入暗硐初期可采用JD-55型绞车，配用2辆1吨“V”型矿车串车提升矸石和运送材料；待主提升绞车安装完成后，即可采用主提升绞车下料和装矸；副提升绞车安装完成后，可采用副提升绞车运料和运送人员；提升系统须按照中煤第一建设公司平、斜巷提升运输管理办法的有关规定设置齐全“一坡三挡”等安全设施。第三节、基岩段施工副斜井基岩段采用多台YT-27(28)型风动凿岩机凿岩,激光指向、PY-90B型耙斗装岩机装岩(CB36型挖掘机装岩), ZP-5B型砼喷55、射机等配套机械化作业线施工。1、基岩段掘进采用钻爆法掘进，光面爆破，全断面一次起爆。配备多台YT-27型风钻同时钻眼, L=3000mm,中空六角钢钎,32mm“十”字钻头，炸药选用2#岩石炸药或水胶炸药，煤层中换用煤矿安全炸药，雷管为毫秒延期电雷管，大功率电容式起爆器起爆。（1） 爆破参数根据井筒穿过的岩石特征，选用的爆破材料，钻眼机具及成井速度，排矸能力、作业方式、劳动组织等因素，确定炮眼深度2.5m,正向装药结构，周边眼为空气柱装药，起爆顺序从中心到周边依次起爆，联线方式为串联。若围岩松软时必须浅打眼、少装药、弱爆破的方式。（2） 钻眼爆破作业钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工，保证钻眼、56、装药、联线，放炮等各工序的质量，并根据各层的实际情况，及时调整爆破图表，提高爆破效果，确保光爆成型。钻眼时，所有眼深均要达到设计的同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检查无误后，方可进行联线，联线方式为串联，将每个雷管的脚线连在一起，并检查有无漏连，无误后与母线联接。（3） 钻眼爆破注意事项钻眼前要检查井帮围岩，处理掉活矸，浮石后方可钻眼，各炮眼的眼位和方向要准确，严格按设计要求施工，雷管下井前要检查雷管的段号和型号，不同型号、不同厂家生产的雷管严禁混用。放炮前工作面所有的设备要掩护好，人员撤离到距放炮地点120m以外，安全有掩护地点躲避，57、方可放炮。附图13：副斜井井筒基岩段炮眼布置图附表4-1XX煤业副斜井井筒基岩段爆破说明书眼号炮眼名称眼深(m)眼数装药量角度雷管段号装药方法连线方式Kg/孔合计水平垂直1-6掏槽眼2.861.598890正向装药串联7-18辅助眼2.5120.99.8909019-39辅助眼2.5210.918.9909040-67周边眼2.5280.4512.6899068-76辅助眼2.590.98.1909077-85底 眼2.590.98.190888566.5附表4-2XX煤业副斜井井筒基岩段预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼长度m2.56岩石硬度系数4-62炮眼利用率%907每58、循环炸药用量Kg66.53每循环进尺m2.258单位原岩炸药用量Kg/m31.614每循环爆破实体岩石m336.389每循环雷管用量个856每循环炮眼长度m191.810单位原岩雷管用量个/m32.12、装矸与排矸掘进工作面后方安设一台PY-90B型耙斗装岩机（或小型挖掘机），放炮后矸石用耙斗装岩机装入6m3箕斗，提升出井后排入矸石仓，由装载机配合12t自卸汽车排至业主指定场地。耙装机至工作面的距离保持在630m之间,耙矸时要洒水降尘，耙岩机身要安设护绳栏和挡矸网，耙岩机耙不到的边角处用人工清矸。3、基岩段支护1）临时支护a正常掘进时采用DWB22-30/100轻型单体液压支柱做为临时支护轻型59、单体液压支柱最大高度2240mm，工作形成570mm，额定阻力为30kN，额定工作压力为3.8Mpa，初撑力30 kN。前探梁最大控顶不大于2.4m，当迎头条件特别不好时前探梁最大控顶不大于1.5m，前探梁上方用规格为：长宽厚=1200150120mm小板梁和小杆接顶。见 前探临时支护平、剖面图（1：100）。b巷道在穿煤层、过破碎带架棚时临时支护改为点柱+前探梁支护（1）正常情况下，迎头须配备3条木柱，每条木柱小头直径不得小于150mm，并且有与木柱配套的木楔及木板。架棚时固定前探梁锚杆重新补打，所用树脂锚固剂不少于2块。（2）使用方法掘进迎头响炮后，先进行敲帮问顶，敲帮问顶结束后，由班长及60、有经验的老工人进行点柱支护，支护时点柱要“穿鞋戴帽”，顶在围岩破碎的地方，最后用小楔楔紧背牢。在迎头安装完回头滑子及固定楔后将点柱撤掉，如顶板条件差，点柱不便撤离，要将回头滑子尽量往另一帮布置，最后将撤掉的点柱、木板及小楔回收至耙装机后的指定位置。在耙装工作结束后，班长率先进入迎头查看情况，并指挥老工人进行敲帮问顶，敲帮问顶结束后再用点柱把顶板控制好。够间排距应及时打设锚杆，打锚杆时必须在有点柱的临时支护下进行。打完锚杆确认迎头无问题后将点柱撤掉并回收以备下次使用。（3）使用时必须遵守以下规定：严格执行敲帮问顶制度，施工中必须每隔15min用2m以上的长柄工具及时摘除活石浮煤。摘除时一个操作，61、一人监护；人员必须在可靠的支护下作业，并清理好退路。木柱必须落在实底上并用木楔、背板加牢足顶。锚杆必须按规定的间排距施工，够间排距应及时打锚杆支护顶板。支设木柱时人员必须在永久支护下进行，每次支设及回撤点柱必须有专人负责监护顶板，班长亲自指挥。当顶板条件变差，冒落严重时必须浅打眼（深度0.81.0m），少装药，缩小循环进度，够间排距及时进行支护。迎头必须备齐足顶材料，35棵直径不小于150mm的木柱、10个木楔、10块木板，以备急用。2）永久支护基岩段均采用锚网喷支护作为永久支护，支护材料为202200mm等强树脂螺纹锚杆，6.0mm钢筋网，喷射混凝土（水泥、石子、砂子），锚杆排株距均拟定为862、00mm，喷体厚度120mm。第四节 支护工艺一、支护材料：1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强树脂螺纹钢锚杆，直径为20mm，长度为2200mm，每根锚杆均用2块K2850型树脂锚固剂锚固，锚固长度不少于1000mm，锚杆外露长度为3050mm，托盘为正方形，规格为长宽=150150mm，用10mm钢板压制成弧形，锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂直径为28mm，每块长度为500mm，锚固剂型号为K2850，每根锚杆锚固力不小于50KN。2、网采用直径6.5mm的钢筋制作的经纬网，网的规格为长宽=10001000mm，网格为长宽=200100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两63、块网之间要用12#铁丝三角连接，双丝双扣，连接点要均匀布置，间距0.4m。3、喷射混凝土使用PO32.5普硅水泥，沙为纯净的河沙，石子粒径为5-10mm，石子过筛，并用水冲洗干净，混凝土强度C20，配比为水泥：沙：石子=1：2：2（重量比）；速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的23.5%，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。喷射砼强度等级为C20。二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，打64、锚杆眼用2.5 m长钎和32锯齿钻头湿式打眼，锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，深度2.5m，锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时，必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序，应由外向里先顶后帮的顺序依次进行。2、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，眼孔方向不得有人。（1）把树脂药卷和锚杆推入规定的孔位。人工用锚杆将树脂药卷推入眼底，注意在上推时严禁旋转，严禁把托盘死死压在顶板上。（2）开动锚杆机迅速旋转锚杆15-20秒，65、顺势上推锚杆使锚杆托盘贴近顶板（托盘离顶板的间隙5mm左右）。（3）停：完成搅拌后停止60-120秒钟左右让树脂充分凝固。（4）上紧螺母：旋转搅拌器上紧螺母。在紧螺母时应给最大扭矩而不要施加上推力以最大限度的上紧螺母。（5）用扭矩放大器或手动加长扳手，进一步上紧螺母，达到规定的安装预应力。锚杆安装可以总结为：一推（推树脂入孔到规定位置），二转（旋转搅拌树脂），三等（等树脂充分凝固）四紧（紧固螺母）在安装过程中要严格按安装步骤安装。否则会出现“长尾锚杆”或打不开阻尼现象。这会大大影响锚杆支护效果甚至失效。拧紧力矩不小于120NM。支护锚杆每500套必须做一组锚杆抗拔力检测，检测时必须使用专用锚杆66、拉力器。三、喷射混凝土1、准备工作检查锚杆安装和金属网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。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。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。喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。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，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.81.0m为宜。人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。喷射67、时，喷浆机的供风压力在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0.40.5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，一次喷射混凝土厚度7080mm，并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2个小时。否则应用高压水重新冲洗受喷面。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，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68、，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。开机时必须先开风，后开水，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，严禁将喷射枪头对准人员，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”。第五节 装、运岩(煤)方式一、装岩（煤）方式巷道掘进施工中，用P-90B型扒斗式装岩机装岩，扒装机尾轮的固定位置应高出岩堆8001000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600800mm，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。扒装机在下山固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，还应在69、机身后方两侧各安设锚固绳（直径不小于18.5 mm）锚固绳绳头插接不少于2.5个捻距，锚固绳要用打入两帮底脚的四根锚杆（直径不小于20mm锚杆，插入实体深度大于1000mm）固定牢固。耙装机的四个轮子分别用双股直径不小于15.5mm钢丝绳捆绑在轨道上，钢丝绳最少使用1副卡子。耙装机溜槽使用直径不小于15.5mm钢丝绳吊挂在顶板预先敷设好的专用吊挂锚杆上，当使用加长溜槽时要至少使用2道钢丝绳进行吊挂，每道钢丝绳至少使用2副钢丝绳卡子。卸溜槽处支设耙装撑腿，撑腿必须牢固可靠。吊挂锚杆使用202200mm锚杆，使用2块K2850型锚固剂锚固，锚固深度1.8m。机身上方装岩槽上两侧应正常安设可伸缩、封70、闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏使用15.24mM钢绞线制作，挡绳栏不少于3道。扒装机扒斗与钢丝绳采用钢链马镫的方法连接，钢丝绳插接。扒装机距迎头最大距离为35m，最小距离为8m。二、运输方式施工初期采用JD -55绞车、1.5吨V形矿车提升运输，绞车采用砼基础固定。绞车钢丝绳每天检查一次，由维修班长亲自检查或安排专职维修工检查，发现问题及时处理，并要求检查人员将检查处理结果记录专用记录本中备查。第六节、特殊地层施工井筒在穿过松软破碎地层时，为了加快施工进度，保证井壁施工质量，确保施工安全，应根据不同情况，分别采取如下措施：（1） 增加周边眼数量，缩小其间距及抵抗线，减少装药量。71、（2） 井筒断面中心爆破，借助风镐等刷顶帮。（3） 严格控制水对井帮围岩的侵蚀，工作面如有积水，应及时排除积水，保证工作面干燥无积水。（4） 针对地质条件，与设计、建设、监理单位商定加强支护的措施。第七节、井筒施工防治水（1）井筒穿过含水层前，打超前探水钻孔，探明含水层的产状、厚度及涌水量。如井筒涌水量小于10m3/h，采用普通法施工，通过含水层地段的井筒采用混凝砌碹，成井后壁后注浆堵水；如井筒涌水量大于10m3/h，则采取工作面预注浆治理。（2）井筒施工期间，井下配备流量不小于50m3/h的水泵及相应的排水设施。第八节、揭煤施工安全技术措施副斜井井筒施工时将揭露4号煤层，揭煤施工采取如下施工72、方案及措施。（1）加强井筒实测地质剖面的编录与勘探孔资料的比对工作，准确预报煤层距工作面距离。（2）准确测定煤层和瓦斯赋存的基本参数，当井筒施工至距煤层10m时，停止掘进，保证通风量，加强瓦检工作。施工2个探煤钻孔，查明煤层和瓦斯赋存情况。（3）当井筒施工至距煤层5m时，施工2个测压钻孔，根据瓦斯压力大小，确定揭煤施工方法，当瓦斯压力小于0.74Mpa时，采取放震动炮方法揭开煤层，如果瓦斯压力大于0.74Mpa，则采取瓦斯排放等措施，达到要求后再采取放震动炮的办法揭开煤层。（4）井口及井下各种机电设备必须防爆。（5）采用三级煤矿许用安全炸药和毫秒延期电雷管进行爆破。（6）缩短掘支段长，加强临时73、支护。（7）揭煤前要编制专项安全技术措施第五章 劳动组织与主要经济技术指标第一节 劳动组织本劳动组织表结合工程施工方案、施工技术装备情况、工期、工效确定各工种需要人数。1-1断面迎头掘进和混凝土永久支护均采用三八制，单班复喷，平行交叉作业。2-2、3-3断面施工采用三八制作业。掘进班劳动组织表 工 种合计打眼工55515点眼工2226放炮员1113挖掘机司机1113信号工1113把钩工 1 113维修工1113大班电工11绞车司机1113井口把钩工1113井口信号工1113水泵工1113验收员1113班长1113通风工1113安检工1113合计21202061混凝土浇注班劳动组织表工 种合计地74、面混凝土搅拌44412绞车司机1113井口信号工1113井口把钩工1113井下信号工1113井下把钩工 1 1 13模 板3339井下卸料3339井下上料66618混凝土振捣2226水泵工1113通风工1113验收员1113 班 长1113合 计272727 81喷射混凝土班劳动组织表工 种合计地面拌料工44打眼工22挂 网44喷浆机司机11喷浆工22上料工 33水泵工11通风工11验收员11 1班 长11合 计20 20说明：部分工种可以兼职，可根据施工情况适当调整人员。第二节 循环作业图表副斜井井筒掘砌喷施工期间，掘进和混凝土支护班均采用三八制，单班复喷，永久支护和工作面平行交叉作业。 工75、程技术人员、项目部职能组室、项目部管理人员实行全天值班制度。附表:1XX煤业副斜井掘喷正规循环作业图表第三节 主要经济技术指标基岩段经济技术指标表 顺序项 目单位指 标备 注1每循环在册人数人1502每循环出勤人数人1393出 勤 率%92.64循 环 进 度m4.45效 率m/工0.056月循环次数个267月 进 度m1148循 环 率%86.79炸药消耗（现浇）/循环53.610炸药消耗（喷射）/循环40.611雷管消耗（现浇）个/循环10712雷管消耗（喷射）个/循环86第六章 生产系统第一节 通风系统采用2台2BKJ-6.3/230型对旋式局部通风机，配800阻燃抗静电胶质风筒，压入式76、通风。（1）风量计算风量计算主要考虑工作面同时工作人数、放炮排烟所需风量；瓦斯涌出量及巷道允许风速等因素。按工作面同时工作最多人数计算Q=4*N=430=120m3/minN-工作面同时工作最多人数,取30人；4-每人每分钟供风量不少于4m3/min；按放炮排烟计算所需风量Q=7.8*(AS*L)2)1/3/t=7.8(59.4（15.15150）2)1/3/1200=4.38m3/s=262.8m3/minA-副斜井基岩段全断面一次起爆最大装药量取59.4kg；S-井筒净断面积，取15.15 m2；L-炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离，取150m；t-放炮后排烟时间，取20min,即120077、s；按绝对瓦斯涌出量计算Q=100QCH4K掘通=1000.52=100 m3/minQCH4-掘进工作面的瓦斯平均绝对涌出量（m3/min），0.5 m3/min（暂按该值计算,实际施工时根据实际瓦斯涌出量，重新进行核算）；K掘通-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2.0；按风速验算9S掘Q240S掘915.15=136.4262.824015.15=3636 符合需求9-煤矿安全规程规定的巷道允许最低风速，岩巷取9 m/min(0.15m/s)；S掘-掘进巷道的断面积；取15.15m2;240-煤矿安全规程规定的巷道允许最高风速，岩巷取240 m/min（4m/s）；所需局扇供风量Q扇=Q/78、（1-P漏）=4.38/(1-0.15)=5.15 m3/s =309m3/minQ扇-所需局扇供风量，m3/s；Q-掘进工作面所需风量，经上述计算，取4.38m3/s；P漏-总漏风系数,取15%；（2）风压计算H=Q*Q扇*R=4.385.02（1211.5）=3034paH-局扇风压，pa；R-风筒总风阻值，800mm胶质风筒的百米风阻值为12pa.s2/m6；最长通风距离取1150米。（3）局扇选型根据上述风量及风压计算结果（Q=309m3/min,H=3034pa）,查局部通风机特性曲线，选用1台2BKJ6.3/230型对旋式局部通风机，配用800mm阻燃抗静电胶质风筒供风。附：副斜井79、井筒风机安装位置及通风系统示意图第二节 压风系统一、用风量计算副斜井风动设备用风统计表设备名称型号单台耗风量m3/min台数同时性系数总耗风量m3/min凿岩机YT-273.56121喷浆机ZP-VB820.58风泵BQF-50/25420.54风镐G101.240.53二、压风机的选型根据斜井施工工艺和用风统计表看出，用风量最大时为凿岩机打眼、风泵排水、喷砼等作业同时进行，用风量最大约36m3/min，现选用5L-40/8型压风机1台、4L-20/8型压风机1台，总供风量60 m3/min，满足施工需要。三、压风管路的选择根据最大用风量并考虑到其它因素，地面主管路选用2196mm无缝钢管,井80、筒内选用一趟16011PE钢丝网骨架聚乙烯复合管做压风管，采用井壁吊挂形式固定。第三节 防尘系统防尘水源来自地面泵房，用57钢管和一寸胶管接至迎头。每100米设三通一个。在迎头外810m内安设爆破喷雾，距迎头50米设第二道全断面水幕，在迎头的回风流5 0米范围内设一道全断面水幕。采用湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘措施。防尘系统示意图 小于50m 50m放炮喷雾 迎头 第一道水幕 第二道水幕 第四节 防、灭火防火的重点是防设备、机械摩擦生热、电缆的杂散电流和人为火灾。距离迎头30m 范围内备有2支4Kg干粉式灭火器、消防水桶、消防铁锹和消防砂。控制风流81、调节风流控制火势蔓延。防火水源来源和防尘管路的来源一致，防尘、防火管路共用。第五节 安全监测监控系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、队长、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1%）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由瓦检员用光学瓦斯检查仪进行“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。 4、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，有报警现象时，不得通电或检修。二、瓦斯82、探头配备和使用1、掘进工作面瓦斯探头安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0% CH4，断电浓度为1.5% CH4,复电浓度为1.0% CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。即监控系统与供电迎头实行风电闭锁、瓦斯电闭锁，做到迎头及巷道内瓦斯浓度超限，立即切断巷道内的供电电源。2、瓦斯探头应布置在巷道上方风筒异侧肩窝部位，垂直悬挂，距顶板不得大于300 ,距帮部不得小于200。3、每次放炮前将甲烷传感器移到警戒线以外，放炮后及时恢复。4、瓦斯检查员必须携带便携式甲烷报警仪。第六节 供电系统主要装备用电负荷统计表设备名称装机容量(kw)工作容量(kw)备 注一、地面高压683、kv主提绞车575575副提绞车256压风机250250小计1081825二、地面低压0.4kv压风机130搅拌站40潜水泵2020局扇6060辅助8040小计330120三、井下0.40.66kv喷浆机992台水泵1651653台小计174174总计15851119矿方提供的电源电压等级为10KV，双回路供电，根据施工要求，需在工业广场内建6KV临时变电所一座，变电所内设10KV高压开关柜5台，S7-2500/10 /6变压器一台。6KV高压开关柜9台，S9-630/6、KS9-315/6变压器各一台，低压配电盘6台。及矿用防爆开关数台。附图14：XX煤业副斜井井筒供电系统图第七节 运输系统84、一、运输系统1、大绞车未形成前采用55KW绞车，1吨“V”型矿车出矸。2、大绞车形成后布置两套单钩提升系统，主提升系统选用JK-2.5/11.5型提升机，配前卸式6 m3箕斗负责矸石排放，提升副提升为JK-2.5/20型提升机，配GM1.1-6B1吨矿车串车（每钩4辆）及XRB15-6/6人行车负责材料及人员运输。二、提升设备根据副斜井的设计特征及斜井快速施工的要求确定副斜井正常施工时，一次永久提升采用两套独立的单钩提升系统。其中：主提升为JK-2.5/11.5型绞车，副提升为JK-2.5/20型绞车，两台绞车的容绳量，提升速度，张力等要求均满足安全规程和生产要求。主提升配6m3前倾式箕斗和非85、标钢结构栈桥及带矸石仓的翻矸架，形成排矸系统； 副提升配MG1.1-6B矿车和XRB15-6/6型人车，负责运送物料和人员。副斜井提升设施技术参数一览表序号设备名称主提升机副提升机1提升机JK-2.5/11.5JK-2.5/202最大静张力(kg)900060003最大静张力差(kg)900060004提升速度(m/s)5.5m/s3.75电机功率/转速575kw256kw6钢丝绳67-30-177067-26-17707提升容器（m3）6m3箕斗MG1.1-6B 矿车8凿井天轮1200（固定）1200（游动）9钢丝绳终端载荷(kg)65103466/327610钢丝破断力总和(kg)610086、04590011安全系数9.413/1412人车XRB15-6/61、主提升机强度核算A.提升机最大静张力差核算：FjC=9000提升机最大提升重量Fj：6m3箕斗自重 Q1=3220矸石重 Q2=60.91600=86400.9-箕斗装满系数1600矸石容重 kg/m3总 重 11860 选用钢丝绳重 67-30-1770型 Q=61000kg。 绳重 Q3=3.16kg/1101m=3479kgFJ=（Q1Q2）（sinf1cos）+Q3(sinf2cos)式中： 井筒的倾角、=220。F1车辆运行阻力系数f1=0.01。f2钢丝绳运行阻力系数f2=0.2。将、f1、 f2代入上式解得：F87、J=（32208640）（sin2200.01cos220）3479（sin2200.2cos220）=118600.38434790.561=45581952=6510 kg9000 kg6510kg 满足要求B.提升钢丝绳安全系数校核：安全系数验算m=610006510=9.47.5 满足要求 C.电动机功率校核：P=KBFV（102c）=1.265105.5（1020.85）=495KW575 KW495 KW 满足要求式中：KB电机功率储备系数 KB=1.2 c传动效率 c=0.85D.提升能力计算计算公式AT =3600KMVJ（CT1）KM箕斗装满系数0.850.9 取0.85VJ88、箕斗容积 m3 取6 m3C提升不均匀系数1.151.25 取1.2T1一次提升循环时间 ST1=2VMBa（LLX）VMB2LXVXJL-提升长度m 1095 mLX卸载距离 取7mVX-卸载曲轨内运行速度 取1m/sa运行加速度及减速度 取0.5.m/s2VMB-提升机最大速度 6.6 m/sJ-箕斗提升装卸矸时间，掘进时取100300秒。取200秒T1=2VMBa（LLX）VMB2LXVXJ=25.50.5（10957）5.5271200=2（11200）14200=636sAT =3600KMVJ（CT1）=36000.856（1.2636）=24 m3/h主提升系统在不同提升距离时的89、提升能力见下表：井筒里程(m)20040060080010001100提升能力(m3/h)35.332.828.731.827.124提升能力满足施工进度要求。2、副提升系统的核算 提升机最大静张力差核算：FjC=6000A.提升机最大提升重量FK：（1）提矿车时：矿车MG1.1-6B、自重 Q1=2607=1214矸石 （喷浆料） Q2=22000=4000 总 重 5214（2）提人车时： 人车自重 Q3=3523乘车人员 Q4=1580=1200总 重 4723选用钢丝绳 67-26-1770型 Qd=45900kg。 Q5=2.37kg/m1101m=2609kg FK=（Q1Q2）（90、sinf1cos）+Q5(sinf2cos)式中：井筒的倾角、=220。F1钢丝绳运行阻力系数f1=0.01。f2钢丝绳运行阻力系数f2=0.2将、f1、 f2代入上式解得：FK=（40001214）（0.3750.010.93）2609（0.3750.20.93）=52140.38426090.561=20021464=3466kg FjC=6000 kgFK=3466kg 符合要求FR=（12003523）（0.3750.010.93）2609（0.3750.20.93）=47230.38426090.561=18141464=3276kg FjC=6000 kgFR=3276kg 符合要91、求B.提升钢丝绳安全系数校核：选用 67-26-1770型钢丝绳钢丝破断力总和为Qd=45900kg。 安全系数验算：提矿车时 m=459003466=13 137.5 符合要求提人时 m=459003276=14 149 符合要求 C.电动机功率校核：P=KBQV102c=1.234663.7（1020.85）=177Kw 式中：KB电机功率储备系数 KB=1.2 c传动效率c=0.85 256 Kw177 Kw 满足要求第八节 通迅、照明及电视监控系统1、通讯、信号在矿方通讯系统未形成前，施工单位自备小型（20门）程控电话总机或移动电话，以满足生产调度的需要。凿井期间，采用两套DX-1型通92、讯、信号声光装置，作为主副提升通讯及提升信号装置。井口与绞车房设直通电话直接联系。另设一套人车专用信号装置供人车行驶使用。2、照明井口采用1台KSGZ10-4/0.66/133V矿用照明综合保护装置供电，井口及井筒内均采用Da250/127-TA隔爆投光灯照明。3、电视监控系统在耙装机后约5m的井筒一侧、卸矸架和绞车房各安设一组电视监控装置，显示器安装在绞车房和调度室，以便监控工作面、箕斗翻矸和绞车房情况。第九节 排水系统井筒最大排水高度约为403米,井筒施工时，根据井筒的涌水情况分段设截水沟和临时水仓，安装排水泵，将井筒涌水采用多级排水方式排至地面。当工作面出现涌水时，可在耙斗装岩机后设一临93、时水箱（容积约1m3），配D46-504水泵配合临时水仓接力排水。当涌水量大于15m3/h必须进行工作面预注浆。排水管路选用一趟1084无缝钢管做排水管路。管路采用井壁吊挂形式固定。排水设备技术数据一览表设备名称规 格 型 号单位数量流量（m3/h）扬程（m）功率（Kw）电压（KV）备注排水泵D46504台346200550.66第七章 灾害预防及避灾路线第一节 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，爆破工要做到一炮三检并记录好，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，扒装机司机利用便携式甲烷检测94、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范围内的地点。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止使用扒装机。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，必须停止运转，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，并将高冒具体位置及处理结果报有关部门。二95、防止火灾的措施1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。2、施工巷道必须每班至少冲刷一次，充分湿润暴露煤岩壁。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，装备及设施。4、当施工地点发生火灾时，现场的区、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100m设一个三通阀门，水量、水压满足要求。第二节 灾害处理程序及措施一、96、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，区、班、队、组长负责组织本区队、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97、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，应采区隔离灭火法控制火区。（2）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。（3）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。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98、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。（3）在证实无二次爆炸可能时，应迅速恢复被破坏的巷道和通防设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。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、堵塞人数及位置，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。99、（5）在处理事故过程中，要及时检查事故发生地点的有害气体浓度及风量，防止发生瓦斯爆炸。第三节 避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离：工作面 副斜井井筒地面。附：副斜井井筒施工时避灾路线示意图（图15） 第八章 安全技术措施第一节 通用部分（一）、一般要求 （1）施工人员必须牢固树立“安全第一、预防为主、综合治理”的思想。项目部要建立健全安全检查机构，配有专职安检人员。施工队、班组有兼职安检员负责施工中安全检查监督工作。 （2）严格执行煤矿安全规程，严格按照“施工组织设计”和“施工作业规程”以及“操作规程”进行施工。坚决反对“三违”，坚持“一工程一措施”、“100、无措施不能施工”的原则。 （3）建立通风瓦斯检查机构，配备合格的专职人员，井筒施工揭露煤层前要制定揭煤施工安全技术措施。 （4）建立安全调度会议制度，坚持定期召开安全办公会，解决安全生产中存在的问题，做到不安全不生产，施工队要坚持班前、班后会，布置总结安全工作。 （5）必须建立井口管理制度，井上下信号工、把钩工、绞车司机都必须经过安全技术培训，并考试合格后，持证上岗。 （6）施工现场必须建立健全防火管理制度，储存易燃易爆物品的场所，严禁带入火种，施工现场要建立群众性消防队伍，必须设有防火设施及灭火器材。 （7）建立健全安全生产责任制，实行业务保安，项目部和队领导干部、各专业人员 、各业务部门、101、各工种工人都要建立安全生产责任制。（8）井口要建立入井人员检身制度，配备专人，严格检身；每个入井人员必须佩带安全帽，严禁烟火带入井内。附图15：安全保证体系框图（二）、特殊安全技术措施1、工作台的高度不低于2m，工作台采用铁凳子和大板搭设而成，铁凳子采用2寸钢管加工，加工截面形状为倒V型，剖面形状为型，宽度不低于2m。搭设工作台时，铁凳子要安设在实底上，在铁凳子上方直接放置大板，大板的厚度50，长度3m，大板两端露出铁凳子300。大板和铁凳子之间采用8#铁丝绑扎，大板之间采用扒钉钉牢。工作台上部工作人员必须系好保险带，保险带的另一端必须生根牢固。2、人员上下抬送重物时，要同肩抬运，同起同落。3102、长大物件下放或提升时要封车牢固，不符合要求严禁开钩。4、支、拆模板要相互照应，站在上部安全地点，严禁站在碹胎及摸板下方，防止歪倒伤人。5、进入风化基岩段放炮施工时，必须采用短掘短砌的方式。6、采用挖掘机挖掘时，挖掘机司机精力必须高度集中，在挖掘机铲斗和破碎锤工作范围内，不得有施工人员，换铲斗或破碎锤时，所有参与人员精力高度集中，和司机口头信号联系好，现场必须有人统一指挥。7、喷浆机在移设前，必须将机前的杂物清理干净，将临时轨道铺设好，并且现场有专人统一指挥。第二节 顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。2、施工中必须严格执行临时支护、先支后回、敲103、帮问顶、顺序施工等顶板管理的各项规定。坚持“五前二后”和班中每二十分钟的敲帮问顶刨迎头制度。找顶工作必须由两人进行，工作时施工人员必须站在安全有退路的地点，一人监护一人用长柄工具按“由后向前、先顶后帮、从一侧到另一侧”的工作顺序找掉顶帮及迎头活矸危岩，确认安全后再进行工作，找顶人员要戴好手套。1） 找顶工作结束后首先使用前探梁，严禁空顶作业。2） 掘进过程中必须使用前探梁进行临时支护，放炮后前探梁先跟迎头，然后再进行其他工作。3）施工中前探梁不少于三根，且每根前探梁均不少于两个支点，支点前后用大木楔接顶，接顶要实，有一定初撑力，前探梁采用直径不小于3吋钢管加工，长度不少于4m。4）掘进工作面沿104、途支护必须良好，畅通无阻，卫生清洁，时刻检查沿途支护情况，发现喷层开裂、冒落、顶板下沉、底鼓等安全隐患时，必须停止作业，撤除全部人员，由外向里按“顶肩帮底”的顺序进行处理，否则不得进入迎头工作。5）顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。3、当班发现存在或造成的安全隐患，当班要处理完毕，如处理不完，跟班工长要及时汇报项目部值班人员，安排下班处理，且跟班班长要组织全组人员现场把隐患交接清楚，接班后要首先组织处理隐患，确认安全后再进行工作。4 、冒顶的处理措施1）先加固好冒落区前后的完好支架，撑杆上齐，顶帮背紧背实。2）人员站在完好105、支架下，执行敲帮问顶制度，用长柄工具将冒落区活矸找掉。利用临时支护抓紧时间架好支架，排好护顶木垛，一直到将冒落最高点将顶托住，背实背紧帮顶，在此期间，要设专人监护帮顶，发现问题，及时处理。3 ）高顶区域，处理前由瓦斯员检查高顶区域瓦斯浓度，加强通风，防止瓦斯积聚。4） 处理冒顶时，必须有跟班队干现场把关。5） 处理冒顶时必须站在安全地点，严格执行敲帮问顶制度，确认无危险后方可作业。5、井下所有支护材料必须是经过检验合格的材料，经检验不合格的支护材料或无合格证的不得下井。6、距迎头100m内应存放不少于5架棚的物料。第三节 “一通三防”管理一、通风一）通风及瓦斯防治 1、掘进工作面发现瓦斯异常，106、及时通知通防部门进行处理。 2、迎头施工采用双电源双风机供风，风筒距迎头岩巷10m,煤巷5m，迎头风筒不落地。 3、掘进工作面无论工作，还是交接班都不准停风，因检修停电停风时，必须撤除全部人员，切断电源，并在巷道口打上栅栏。在恢复通风前必须由专职瓦检员检查瓦斯，当开关附近20m内风流中瓦斯浓度小于0.5%时，方可人工开动局扇进行工作。 4、在工作中发现有害气体超限，应立即切断电源，撤除人员，进行处理。并立即向调度室汇报，不排除隐患不能进行工作。5、在工作中，如发现施工迎头20m范围内风流中瓦斯浓度达到时，严禁装药放炮；迎头及风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤除人员，切断电源进行处理107、。 6、搞好通风管理，任何人不准私自停开风机或将风筒从中途断开，并且每班设一名风机监管司机，杜绝无计划停风。7、掘进工作面严禁积矸掘进，不准停风放炮。当迎头积矸高度超过巷道高度的时，必须停止装药工作。 8、掘进工作面的风量必须满足稀释有害气体和人员所需风量的要求，且煤巷掘进巷道风速不得小于0.25m/S、岩巷掘进巷道风速不得小于0.15m/s。9、当巷道掘进距离地质构造、废弃巷道、硐室或岩巷初次接近煤层50m前，地测部门要预先提供地质资料，按巷道贯通处理。严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则，加强瓦斯检查，掌握瓦斯变化情况，并检查钻孔、炮眼、裂隙内瓦斯，发现异常，立即汇报。 10、每班必须检查108、掘进巷道内的电器设备及回风区内电器防爆情况，严防失爆。 11、通防人员通过监测系统设在掘进巷道的瓦斯传感器，连续监测瓦斯变化情况，并绘制瓦斯浓度变化曲线。对瓦斯涌出异常情况，应及时分析瓦斯来源，并采取处理措施。 12、对瓦斯超限、积聚地点，必须停止工作，切断电源，撤除人员，并立即查明原因，采取措施，立即予以处理。并汇报矿总工程师，由通风部门迅速制定措施，进行处理。13、瓦斯、CO2及其他有害气体的检查制度严格按照煤矿安全规程第138、139条规定执行。二）瓦斯监测监控系统管理1、在工作面距迎头5m处安装一台KGJ200A（G）智能高低浓度甲烷传感器T1，在工作面适宜地点安设一台KJF23B瓦斯109、报警闭锁分站，KDW12型电源箱及KDD2欣备用电池箱各一台。在风机切换风筒上安设一台KG5009型风量开关，在工作面总开关上安设一台KDG7型断电器。2、瓦斯传感器通过分站实现自动检测、报警、断电。具体报警浓度，断电浓度，复电浓度范围如下：瓦斯报警浓度：T10.8% 瓦斯断电浓度：T11.2% 瓦斯复电浓度：T10.8% 断电范围：T1副斜井井筒内全部非本质安全型电器设备。3、瓦斯监测监控管理制度1）工作面工作地点的瓦斯探头距工作面5m，班长或跟班队干负责探头，线缆及传感器管理牌的移动，线缆将要用完时，应及时通知队长，派人到机电队领取备用线，并由机电工下井悬挂。2）瓦斯探头应垂直悬挂在风筒的110、对帮，探头进气孔位置距顶板300，距巷道帮200，并设置瓦斯传感器管理牌，使其始终与探头保持2m的平行距离，并固定在巷帮上。3、队组需提供能够控制工作面所有非本质安全型电器电源的总开关及专用线，以便在瓦斯超限时能够实现本规程规定的断电功能，且总开关负荷侧线上不可连接其他地点的设备，以免造成断电范围的扩大，造成不必要的影响。4）瓦斯监测监控装置在临时拆除或改动时，必须事先与机电队联系，在检修与监测监控装置相关联的电器设备，需要系统装置停止运行时，须征得机电队同意，并报告调度室，制定安全措施后，方可进行，事毕恢复原状，并向调度室汇报。5）管理好所使用的监测监控系统设备，确保设备台台完好，运行正常，111、电缆悬挂上钩，保持平直，杜绝失爆。6）放炮时，应采取有效措施保护好监测监控系统的设备，尤其是传感器。7）甲烷传感器应每7天由机电队监测工负责更换一次。8）监测监控系统装置发生故障时，瓦斯检查员、跟班队干要立即向机电队及调度值班室汇报，机电队值班员要安排人员及时处理，在井下无法处理时，应在8小时内更换，故障期间工作面不得施工，瓦斯检查员要对工作面风流和回风流每隔30分钟检查一次，安全员现场监督。9）每班瓦斯检查员向调度汇报时，应同时汇报所辖地点相应的瓦斯传感器示值，并检查所辖区域的监测监控系统的分站、线缆、瓦斯传感器，如发现装置故障应立即向机电队及调度人员汇报。10）每周工作面进行一次瓦斯电、风112、电闭锁及双风机双电源自动切换试验。11）试验中如存在问题，致使断电试验不成功，试验人员必须立即会同有关部门查清原因进行处理，处理完毕后，重新进行试验。在故障处理期间，工作面不得施工，瓦斯检查员要对工作面风流和回风流每隔30分钟检查一次，安全员现场监督。二、综合防尘 1、迎头必须具备完整的供水管路，否则不准开工。 2、迎头掘进必须严格执行以下综合防尘的规定：a、 搞好湿式打眼：使排出的岩粉呈糊状，不准干打眼。b、 耙装洒水：必须安装耙装洒水装置，在耙装过程中要边耙边洒水。迎头后50m的地点安净化通风的水帘和除尘风机，距回风口20m必须安防尘水帘。巷帮和挖掘机上的积尘每天至少冲刷一遍，机电设备上的113、积尘每天至少清扫一次。c、 放炮前后距迎头30m以内的巷道都要洒水降尘。使用好放炮喷雾，距工作面20m左右安装自动喷雾或风水喷雾器。自动喷雾时间不少于10min，并保证雾化效果好，封锁全断面。d、 掘进过程中必须使用好水炮泥：放炮时使用水炮泥，每个水炮泥容积不小于200ml，现场有装水炮泥的设施；周边眼：药卷外装填100mm的粘土炮泥，然后装1卷水炮泥，最后用300粘土炮泥封口；其他炮眼：粘土炮泥外至少使用不少于一卷水炮泥。在执行上述综合防尘措施的同时，还必须加强个体防护，掘进、喷浆时必须戴防尘口罩。 3、掘进迎头的各种防尘设施，开工前必须一次性安装合格。 4、工作面的各种防尘设施要灵敏可靠。114、坚持正常使用。施工人员要保护好各种防尘设施，如有损坏必须及时进行维修，确保正常使用。三、防灭火 1、井下必须使用阻燃电缆、风筒，加强机电设备管理，杜绝失爆，防止外因火灾的发生。 2、因电器设备造成的火灾，必须先切断电源再进行灭火。 3、严格按规定数量和长度，充填炮泥和水炮泥。严禁放明炮和放糊炮。 4、严禁设备出现跑、冒、滴、漏现象，及时擦净设备外部表面的油污，电工维修用过的废旧棉纱不准乱丢乱放，要及时装车上井。5、所有施工人员必须熟悉施工地点的避灾路线，当施工地点发生火灾时，要按规定及时汇报矿调度室，并尽力组织灭火，火情威胁生命安全时，按避灾路线及时撤离。6、搞好综合防尘，严格按综合防尘措施的115、规定执行，巷道内不得有煤尘及浮煤堆积。四、防治水 1、迎头遇有挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、底鼓、涌水、水色发混有臭味、产生裂隙渗水、顶板岩石压力聚增破碎、支护变形、温度骤增骤减突变者，瓦斯超限或其他异状之一者，必须立即停止作业，采取措施，报告调度室，待查清排除隐患后再进行工作。 2、所有现场施工人员必须熟悉施工地点的避灾路线，当施工地点发生透水预兆，情况危机时，必须立即发出警报，按避灾路线撤除所有受水威胁地点的人员。 3、施工地点接近强含水层、断层、老洞、钻孔、积水点前，必须进行探放水，严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则。4、下山掘进施工必须敷设专门的排水管路，现场配116、备排水泵不得少于一台，并确保完好正常运转。第四节 凿岩爆破管理一、凿岩施工 1、迎头打眼首先看好中腰线，根据毛断面尺寸，画出轮廓线，按光爆图表标定眼位后再进行打眼。打眼时风水管连接要牢固，并且连接头之间外加保护连接。钻眼时，钻杆下不准有人，严禁在残孔、裂隙中打眼。周边眼、二圈眼应按照“准、平、直、齐”的要求施工。 2、风钻操作按“一条线、空心钻、靠边站、角度好、水适量”的要领进行。即：操作时钻身、钻杆、钻进方向一条线；钻杆在眼中心旋转；人在钻身一侧操作，不准骑在钻腿上；钻腿的支撑角度要掌握好，以保证钻腿有适当的轴推力；风钻的供水量要适当，以保证打眼排矸顺利，但不因供水量过大造成水洗钻为宜。 3117、打眼质量要掌握好“准、平、直、齐”的要点。即：点眼要准确（误差50），眼底要在一个水平面上（误差50），钻眼要平直，使爆破后工作面整齐。周边眼左右及倾角与掘进方向及坡度误差5。为达到“准、平、直、齐”的要求，打眼时要预量钎长；掌钻人要做到心中有数。先按中腰线方向打好一个炮眼，插入炮杆或钻杆，作为其他炮眼的导向标准。点眼人点眼后，到钻后掌握方向。二、 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和煤矿安全规程有关规定。2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检” 制（装药前、爆破前、爆破后检查118、瓦斯）和“三人联锁放炮”制。3、不准同时使用不同厂家、不同批次、不同型号的雷管。井下严禁放糊炮、明火放炮、不准截雷管脚线。4、严禁一边打眼一边装药、反向装药及一次装药分次起爆。装药人员由放炮员、跟班工长及老工人组成，每装完一个炮眼，雷管脚线要扭结短路且悬空，各类、各圈眼要选用同号雷管起爆，装药放炮前必须切断电源，切保持正常通风。5、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”（拉线、设置警标、吹哨）制度。6、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。7、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119、得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。8、本掘进工作面有煤尘爆炸危险时必须采用毫秒爆破，严禁使用非发爆器起爆。9、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、支架完整，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。10、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，必须将其脚线扭结短路。11、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:必须在顶板完好、支护完整、避开电器设备和120、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当时当地需要数量为限。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。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。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。12、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，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、电器设备以及掘进机械等导121、电体相接触。13、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或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。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。14、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：炮眼深度小于 0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求： a、每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时122、，必须站好岗并有班组长在现场指挥；炮眼深度为0.61m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。15、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0。在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。炮眼内有瓦斯或异色水涌出时。掘进工作面风量不足时。迎头上任何残孔要求装药时。炮眼的位置、方向、深度不对时。炮眼内有杂物没有吹净时。互相打透的炮眼未经处理时。16、爆破前，必须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123、。爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。17、爆破母线和连接线应符合下列要求：爆破母线采用双股铜芯母线，长度130m。不得有明接头，放炮使用口哨（一响撤人，二响放炮，三响解除）不得使用口喊，以免听误出事，各岗哨在得到放炮员通知后，方可撤回。爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。爆破母线与电缆、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124、必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。爆破前，爆破母线必须扭结成短路。爆破工使用的爆破母线要符合标准要求，不得有接头，严禁采用固定母线爆破。18、井下爆破必须使用发爆器,严禁非发爆器起爆。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。19、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线联结良好，否则会出现哑炮，应检查线路排除故障，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参125、数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。20、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少于120m，并有掩体，曲线75m。21、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，不得将把手或钥匙插入发爆器。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。22、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。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5s，方可起爆。装药的炮眼应当班爆破126、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。23、爆破后等至少30min且工作面的炮烟被吹散后，才允许爆破工、瓦斯检查工和班组长巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。24、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15min，才可沿线路检查，找出拒爆原因。25、处理拒爆、残爆时，严格按煤矿安全规程第342条。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：由于连线不良造成的拒爆，可重新127、连线起爆。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。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。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。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。26、爆破后，担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号，不准私自撤岗。27、严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。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128、规定: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他人员运送。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，严禁中途逗留。28、每次放炮前后必须对放炮地点20m范围内巷道进行洒水降尘。29、每次装药爆破前班组长应指定专人到所有通往爆破地点的安全通道站岗，站岗距离直线120m并有掩体，曲线75m。爆破结束吹解放哨后方可撤岗。附：副斜井井筒放炮站岗警戒图副斜井井筒工作面副斜井井筒放炮站岗警戒点120m副斜井井筒放炮站岗警戒图说明:放炮站岗地点在副斜井井筒内,距离副斜井井筒工作129、面120m。 第五节 防治水管理1、巷道水沟整齐合格，将迎头积水排出。2、迎头出现挂红、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，立即报告调度室，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员。迎头遇有上述情况之一者都必须停止作业，撤出人员及时汇报调度室。3、掘进过程中应保持工作面至顶部车场排管路畅通，排水设备完好，确保在工作面涌水量加大时能够及时排水。排水设备应一台检修，一台备用，一台正常使用。4、在接近含水层时，超前30m停头探含水层，每隔80100米施工一个钻机房，当三灰水水量100m3、水压0.2Mp130、a方可施工，大于时必须打放水孔，根据断层导水性编制相应的防治水措施。坚持有疑必探，先探后掘的施工原则 。5、发生水灾时，按避水路线进行撤离。第六节 电器设备管理 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131、定：非专职人员不得擅自操作电气设备。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、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”、“防爆合格证”、“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置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：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。电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。电缆主线芯的截面132、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：电缆吊挂必须用电缆钩。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送机上。电缆钩的悬挂间距不得超过3m。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：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。不同形电缆之间严禁直接连接必须经过符合要求的接线盒、连133、接器或母线盒进行连接。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。三台以上的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设置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。设置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134、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。135、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器不得下井使用：防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。绝缘坐破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。导电螺栓、螺母锈蚀超规定。喇叭嘴不配套或断裂、缺损。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。开关的机械闭锁失效。开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。开关底托架断裂或固定不牢。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136、证；随有合格证但检验期超过6个月或没盖检查员编号章。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。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）或其它防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置，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13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：外壳有裂纹、开焊、变形长度超过 50 137、mm，同时凹凸深度超过5mm。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）。防爆壳内外有锈皮脱落。闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂或使用普通玻璃。防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。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、电缆引入装置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置，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138、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、井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。不得使用明火明电照明。28、井下所有机电设备必须标有“MA”标志。29、井下所有使用的机电设备必须贴完好标志牌。第七节 运输管理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人员担任。2、运送长大物件时，要用专用材料运输车辆，捆扎牢靠，并要事先通知绞车司机及井下作业人员，慢速下放。3、信号工必须严守岗位，每当发出提升信号后，信号工必须目接目送矿车安全139、通过责任段，信号必须由专职信号工发送。4、斜巷运输严格执行“一坡三挡”：下行施工在井口变坡点安装手动阻车器和挡车棍，变坡点以下10m安装连环挡车栏，在井筒内每隔100m及距工作面20m位置安装矿车断绳脱钩跑车的防护装置，防跑车装置的设置和制作必须符合中煤一建下发的平斜巷提升运输管理规定。5、矿车运送物料到位后，装卸物料时，不得将钩头摘除。并在矿车的下滑方向用道木将其固定。6、副斜井井筒每隔40米施工一个躲避硐。7、斜巷运输时，必须做到“行车不行人，行人不行车”。8、斜巷内挂多盏红灯，红灯和绞车闭锁，车开灯亮，车停灯灭。9、斜巷提升矿车要采用防跳销和保险绳。10、斜巷提升严禁人员蹬钩。11、各种140、阻车器及挡车装置每次交接班时必须检查，确保各个阻车器、挡车器灵活可靠。12、矿车在运输中掉落的杂物，必须随时清理回收干净，以防物料滚落伤人或损坏设施。13、斜井井筒内铺轨时每隔30米设置一组固定道床来固定轨道，以防轨道下滑。14、绞车司机注意事项1）严格执行安全技术操作规程和保安规程及各种规章制度，确保安全运转。2）认真执行交接班制度。3）严守岗位，精力集中，听清信号，正确操作。4）要随时注意设备运转情况，湿度、声音、仪表指数等是否正常，如发现异常情况自己不能处理的，要立即向领导报告，以便及时处理。5）要加强设备维护，按时注油，经常保护车房及设备的清洁卫生。6）认真填写运转日志。7）非本室人员141、未经批准不许进入绞车房，准许进来者要认真进行登记。15、信号把钩工注意事项1）交班人员要向接班人员讲清上班中运输设施使用情况，所发生的故障及处理结果，接班人员不清楚的要详细询问。2）协助组长和安全员对运输线路进行检查，保证畅通无阻，确认安全后方可工作。3）检查运输设施的电铃、信号是否灵活、清晰、完好，阻车器、防跑车装置是否完好、可靠，各个矿车的连接装置是否可靠、合格，矿车是否完好，绞车钢丝绳有无磨损锈蚀情况，绳头是否牢固，要符合插接要求。 4）斜巷运输时，在听到绞车司机发出信号后，把钩工及时打开挡车器，躲入安全地点，由信号工再次发出信号，开始放车，过车后（包括提升）及时闭合挡车器。5）车辆运行142、至预定位置，信号工发出停车信号，及时闭合挡车器。6）矿车掉道后，按预先规定的信号与司机联系，按有关规定处理掉道事故，斜巷掉道后，处理人员要站在掉道车辆的侧面或上方，并要统一指挥，相互配合，确保安全。7）车辆停稳后方可摘钩。16、下山运输注意事项1）阻车器，挡车拦处于常闭状态，矿车通过时打开，通过后关闭。2）各种挡车装置要符合规定，并保证安全、可靠，使用正常。行车期间，严格执行“行车不行人，行人不行车”的制度，把钩工有权阻止任何人员通过。3）巷道必须安设灵活的、有效的地滑子。在变坡点地滑子应加密。间距不大于25米（以钢丝绳不落地为准）。4）绞车运输时必须使用保险绳，其绳径与提升钢丝绳同径，长短与143、提升数目相适宜，应用新绳制作。5）巷道内每隔40米设置运行红灯。斜巷矿车运行时最前方的矿车应挂一盏红灯，以方便行人知道矿车运行位置。6）提升期间严禁人员跨越钢丝绳。7）提升警示装置应同绞车闭锁。8）安全设施必须每班设专人进行检查，确保灵活、可靠、有效，提升装置必须每班检查并做好记录。18 、运输路线要求及规定：（1）轨道必须按标准铺设，同一线路必须使用统一轨型，不得有杂拌道。（2)轨枕间距要符合设计及规程要求，采用木轨枕，要保证铺设平整，误差不得超过50，要保证道碴坚实，无悬空现象。（3)轨道的方向在直线段要保证目视平顺，曲线段要保证目视圆顺，轨距接头内错差及高低差、轨缝、水平高度均应符合标准144、及规程要求。（4）道夹板、螺栓、弹簧垫必须与轨道配套，并保证构件齐全，坚固有效。（5）转辙器的各种拉杆零件必须保证齐全，连接牢固，灵敏可靠，尖轨要密贴，间缝要符合要求。第八节 复道安全事项一、复道的一般规定1、逐级汇报制度现场操作人员发现掉道后，必须及时通知跟班班长（项目部值班人员或调度），跟班班长或项目部值班人员应视掉道程度决定是否汇报矿调度室。掉道程度达到下列情况之一的必须汇报矿调度室：（1）平巷组列矿车掉道超过7辆，复轨影响时间可能超过1小时以上的掉道事故。（2）特殊运输车辆掉道：大型设备车、“三超”车辆、急运车辆。2、现场安全责任制一般掉道复轨的安全工作由跟班班组长负责。汇报给矿矿调度145、室的掉道事故，队组必须指定专人负责现场复轨的安全工作。3、现场检查制度现场安全负责人必须周密检查掉道现场巷道及所有设备、设施有无再次发生事故的隐患，特别是检查轨道质量和掉道车辆稳定性是否可靠。4、复轨方案的制订在经过周密检查后，现场安全负责人应根据掉道情况，制订切实可行的复轨实施方案。必要时要征求上一级主管的意见。5、安全措施的落实现场安全负责人对复轨有关的每一个环节、步骤都必须制订并落实相应的安全措施。包括：稳车、牵拉、抬垫、防歪、防滑、防窜等方面。6、稳车作业制度必须实行“先稳车、后处理”的作业制度。二、复轨过程中的安全注意事项1、严禁用绞车等机动设备牵引复轨。2、现场安全负责人在处理事故146、前，必须布置好现场操作人员的安全退路，并做好安全防护工作。3、进行复轨前，现场安全负责人必须检查巷道支护情况，支护不牢或有片帮危险时，必须先处理后方可进行复轨工作。4、两个或两个以上车辆掉道时，必须逐个进行复轨，严禁同时复轨。5、“三超”车辆或重心高、重心偏有倾倒危险的车辆复轨时，必须采取可靠的防止车辆歪斜的措施后方可复轨。6、采用人力杠杆复轨时，杠杆必须牢固定位，严防杠杆转动或滑脱；一次撬抬高度不得超过150；撬起车轮垫木料时，垫料人不得将头或身体的任何部位放在两车之间及没有采取防歪措施的车辆一侧。7、矿车运输车辆掉道确须起吊复轨时，必须在制定特殊复轨安全措施经批准后方可实施。措施中必须明确147、规定各种巷道起吊生根的方法和要求，必须设专人观察顶板。使用手拉葫芦起吊时，起吊重量不得大于手拉葫芦的额定重量。人员必须站在有安全退路的地方操作手拉葫芦。锚喷或锚索支护的巷道，不得用支护锚杆或锚索作生根点。特殊地点确须起吊时，必须编制专门措施，经分管负责人批准后方可实施。三、平巷车辆掉道复轨规定1、平巷运输车辆掉道后，现场操作人员必须立即在掉道区域前后40米的地点设置警示标志和车档，防止其他车辆闯入作业区域。2、平巷车辆掉道复轨时，必须把未掉的车辆与掉道车辆摘开并掩好。3、矿车（材料车）掉道，必须单个矿车进行复轨。采用垫拉上道，使用硬质长方木料牢固地填入掉道车轮下部（严禁使用圆木料），。一次高度148、不到位时可以重复进行，待车轮轮缘高出轨道后，拨正矿车上道，采用翘抬方式上道时，必须使用硬质木料或木楔将另一头掩牢。用撬杠将掉道的一头撬起，用木料逐级垫起车轮，待车轮轮缘高出轨道后，拨正车轮使踏面与轨顶重合，然后撤除垫木放下车体。5、采用翘抬方式上道时，支撑物必须放置可靠，其翘点必须牢固，按压撬杠时，人员不得满把抓杠。6、特殊运输车辆掉道复轨时，必须首先检查车辆装载重心及封车固定情况，必须采取防止装载物品滑脱或车辆歪斜的安全措施。7、双轨线路出现掉道时，必须两股线路同时禁止通行。特殊情况确须通过时，必须在满足安全间隙的前提下，停止复轨工作方可允许另一线路车辆通过。8、严禁用身体的任何部位直接进行149、复道工作。四、斜巷车辆掉道复轨规定1、斜巷车辆掉道时，斜巷车场信号把钩工应立即关闭斜巷车场的阻车器和挡车栏。2、斜巷车辆掉道时，必须先由把钩工进行检查，并首先用道木在掉道车辆下方支设木马掩挡后，方可让把钩工参加复轨工作。3、绞车司机在掉道矿车没得到稳车处理前，不得松开绞车制动闸，不得离开司机岗位。复轨过程中必须刹紧制动闸。4、斜巷车辆掉道复轨前，车场入口处，必须设置醒目的警示标志，禁止其他人员进入。5、斜巷车辆掉道复轨前，必须对所有车辆实施可靠的稳车固定，然后才能将掉道车辆和没有掉道车辆摘开进行上道。6、斜巷稳车材料应选择不小于18.5的钢丝绳及相匹配的绳卡或用不小于40T的刮板链及相匹配的联150、结卡。7、斜巷稳车的方法、用钢丝绳套或刮板链锁好未掉道的车辆。最下方的车辆掉道，要锁牢上方车辆；最上方的车辆掉道，先锁牢下方的车辆。、锁定的方法应采用绕轨道底下和矿车轮轴进行固定。钢丝绳缠绕不得少于2圈，绳卡不得少于2副。、四个车轮掉道时，不得摘掉钩头、连接器、保险绳，提升钢丝绳严禁有余绳。8、斜巷复轨时，不得摘掉钩头、连接器、保险绳，提升钢丝绳严禁有余绳。9、斜巷复轨过程中工作人员需要穿越轨道时，必须从矿车的上方通过，严禁从矿车的下方通过。10、复轨完成后，解除矿车的掩锁必须严格由上而下顺序进行。第九节 起吊重物安全注意事项1、使用手拉葫芦起吊设备、重物前，必须对手拉葫芦进行全面详细的检查。151、检查各部件是否齐全、灵活、可靠，做到小链、棘爪、护罩等齐全完好，发现问题及时处理好后方可使用。严禁手拉葫芦带病起吊设备、重物，严禁使用不能自锁的手拉葫芦。2、起吊设备、重物吊环固定：、使用钢丝绳套起吊，毛栓必须打牢。、起吊用的钢丝绳套及连接构件的强度不小于设备重物的8倍。3、起吊设备、重物的重量必须符合手拉葫芦的铭牌规定，严禁用手拉葫芦起吊超铭牌规定的重量。4、起吊地点的选择，必须是支护完好安全可靠的地点，必须由队长或班组长选定。必须保证前后畅通、安全，否则不准安设起吊锚杆。5、吊装时，必须由两人进行，一人检查、指挥，一人操作，严禁一人吊装。重物下严禁有人，操作人员必须站在重物的另一侧，防止重152、物突然掉下砸伤人员。负责指挥、检查的人员必须密切注视吊装过程中的安全情况，及时提醒、指挥操作人员，一旦发现险情，立即停止作业，排除险情后再进行吊装。6、操作时，手拉倒链要用力均匀，应尽量避免冲击。松倒链时要小心操作。严防倒链自锁失灵，而造成设备重物突然下沉。7、起吊过程中如发现下列情况之一时，必须立即停止起吊，并放下起吊的设备重物进行处理：、起吊时顶板掉杆石、钢丝绳套断丝。、起重链打滑、松脱，手链棘手打滑。、起吊异常沉重、起吊手动葫芦工作声音异常。、所起的设备、重物不稳定、旋转、摇摆。第十节 挖掘机管理1、司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职人员担任,司机必须严格正规操作。2、挖掘机153、司机在操作前，必须将工作范围内的巷道支护，安全设备检查巡视一遍，发现安全隐患及时排除。3、司机必须经常检查设备正常情况，发现问题及时处理，挖掘机工作时必须照明正常。4、挖掘机工作时,在其运行范围内，不得有人站立停留或做其它工作。5、放炮时装碴机应退出工作面，并用大板和废旧皮带保护。6、挖掘机司机在操作前，必须先检查挖掘机的操作系统，液压系统，发现安全隐患及时排除，不得为赶超进尺带“病”作业。7、不管是采用破碎锤掘进，还是采用挖斗装矸，在调换好破碎锤或挖斗后，必须先进行试操作。8、司机在操作过程中，必须将操作室的金属门关闭严实，防止矸石或其它物件飞进操作室内。9、挖掘机司机在操作过程中，挖斗及破碎锤和液压臂之间不得出现负角，防止顶坏配件。10、挖掘机司机在操作过程中，若出现岩石硬，或有地下不明物，不得强挖硬刨，应分层细心地慢慢挖掘，防止损坏液压系统。第十一节 其 它1、必须牢固树立安全第一，质量为本的思想，做好自保互保，做到不安全不生产，有隐患及时排除。2、项目部应制定文明施工、质量标准化的管理制度。3、副斜井井筒作为重点工程，项目部应制定创优措施。4、过断层、破碎带、陷落柱、揭露煤层时，编制专项措施。5、当有设计变更时，及时编制补充施工安全技术措施。6、台阶要紧跟装载机后，以利行人。本规程未尽事项严格执行煤矿安全规程，传达时将相关部分一并传达。