炮掘运煤上山作业规程.doc

第一章 概 况
第一节 概述
一、工作面名称：1608上山运煤巷。
二、掘进目的及用途：为满足1608轨道顺槽综掘施工煤炭运送及1608皮带顺槽设备材料运送的需要，特进行本工程。
三、巷道位置、设计长度及服务年限：
1、巷道位置：平行一采区皮带巷，与其间距20m。
⒈巷道设计掘进总工程量：上山斜巷170 m，平巷8m，绞车硐室12m。
总长度为190m。
⒉服务年限：10个月。
四、预计开工竣工时间
按照矿井接续安排，该运煤巷巷道自2023年3月21日开口施工，预计2023年2月10日竣工。
第二节 编写依据
⒈ 1608运煤巷地质说明书及相关钻孔资料
⒉ 1608运煤巷煤层底板等高线预测图及相关的地质剖面图
⒊1608运煤巷设计说明书
4.《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》

第二章 地面位置及地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
采区
一采区
工程名称
1608上山运煤巷
地面标高/m
1540～1660
井下标高/m
1293～1366
地面相对位置建筑物、小井及其它
运煤巷地面位于主井口西南方向约840～1554m处，地表为丘陵地带，无建筑物。
井下相对位置
1608运煤巷东翼位于一采区皮带上山，与一采区皮带上山平行，上部紧靠1608综采面停采线。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
1608运煤巷四邻没有回采，为实体煤层。对掘进无影响
地面相对位置及邻近采区开采情况 表1

第二节 煤（岩）层赋存特性
该煤层赋存于西山窑组主含煤岩段上部，B5煤层之上，与上部 B7煤层间距0.30～21.54m。煤层自Ⅰ线西150m以西地表露头火烧，Ⅷ勘探线以西深部火烧，全层厚1.32～4.09m，平均厚度1.93m；可采厚度为1.30～3.73m，平均可采厚1.81m。煤层结构较简朴，可见1层0.30～0.44m厚的泥岩夹矸。顶板为含炭泥质粉砂岩、细砂岩，偶见泥岩；底板为中-细砂岩，偶见含炭粉砂质泥岩，属中厚煤层；变异系数24.46%(γ≤25%），可采指数0.92(0.95≥Km≥0.80)，属较稳定煤层。
本煤层平均厚度1.81m。煤的宏观煤岩组分以暗煤为主，另一方面为亮煤、丝炭。肉眼煤岩类型为半亮型-暗淡型。煤层结构简朴，煤层稳定。煤层走向近东西，倾向南，倾角24°～33°平均28º。普氏硬度系数2，容重1.32t/m3。

煤层特性情况表 表2
指 标
参 数
备 注
煤层厚度（平均）m
1.81

煤层倾角（最大～最小/平均）/（º）
33～24/28

煤层硬度（f）
2

煤层层理（发育限度）
较发育

煤层节理（发育限度）
较发育

自然发火期/月
3～6

绝对瓦斯涌出量/（m3﹒min -1）
0.65m3/min

相对瓦斯涌出量/（m3﹒t -1）
0.382

煤尘爆炸性

具有爆炸性

煤层顶底板情况表　　 表3
名称
岩石类别
硬度（f）
厚度
(m)
岩 性
顶板
直接顶
粉～细砂岩
4
5
以含炭泥质粉砂岩、细砂岩为主，偶见泥岩
底 板
直接底
中细砂岩
5
2
细砂岩，偶见泥质粉砂岩。

第三节 地质构造
该运煤巷地质构造较为简朴，但是大约在90m处有一小构造，对施工有一定影响。该运煤巷无火成岩侵入的岩墙、岩床、陷落柱等。

第四节 水文地质
侏罗系中统西山窑组弱含水层是本工作面开采时的重要充水含水层。西山窑组弱含水层出露于井田的中部，其岩性由泥质粉砂岩、细砂岩、中砂岩、砂砾岩、泥岩及煤层组成，地下水赋存在岩层的孔隙裂隙中；含水层厚度50.89～57.83m；据ZK201、ZK301孔抽水实验成果，渗透系数为0.0016～0.06m/d，单位涌水量q为0.0015～0.0358L/S·m，为弱富水含水层。西山窑组弱含水层补给途径重要由大气降水沿地层倾向进行缓慢渗透，由于含水层的储水性和透水性都很弱，对运煤巷开采影响不大。

第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1608运煤巷位于一采区西翼，1608运煤巷设计总长度为190m，其中上山斜巷170m，平巷8m，绞车硐室12m。方位166°29′55″沿B6煤层顶板掘进。
第二节 矿压观测
一、 锚杆锚固力监测
1、 巷道掘进过程中，选用LBY-2型顶板离层监测仪，在巷道顶部每隔50m安设一台，监测巷道顶部下沉量。
2、 数据收集及资料整理分析：
（1） 巷道内要悬挂顶板离层指示仪管理排版，每7天由队技术人员进行填写，规定内容齐全、文字清楚。
（2） 施工队要建立顶板离层指示仪监测记录台账，队技术员检查升井后必须及时填写一式两份，每周向生产技术部送交一份备查。

第三节 支护设计
一、 巷道断面
1608运煤巷断面均为矩形。掘宽3.3m，掘高2.4m，断面积为7.92㎡。
二、 支护方式
⒈ 道支护
巷道采用锚网支护，顶部锚杆间排距为700mm×700mm，帮部锚杆间排距为800mm×800mm。顶部锚杆均采用ф18×1800 mm螺纹锚杆，帮部锚杆均采用ф16×1600 mm螺纹锚杆，顶锚杆锚固剂采用ф23×350 mm2根，帮采用1根。顶部每根锚杆锚固力不小于58.8KN，帮部每根锚杆锚固力不小于39.2KN，在有断层出现或顶板压力过大的情况下要在巷道中心线位置每间隔3m打注一根ф15.24×4000mm的树脂锚固剂锚索加强支护，巷道均挂14#铁丝菱形网片，网片规格为1000×3400mm，网孔规格为50×50mm；钢托板规格长×宽×厚=180×150×8mm。（详见支护断面图）

第四节 支护工艺
一、锚杆（索）安装工艺
⒈打锚杆（索）眼
采用煤电钻或MQT-70C风动锚杆钻机打眼。
打眼前，一方面严格按中、腰线检查巷道断面规格尺寸，不符合设计规定期必须先进行解决；打眼前要先按照由外向里，先顶后帮的顺序检查顶帮，撬掉松动离层煤块，确认无安全隐患后方可作业。锚杆眼位置规定准确，误差不得超过±100mm。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打注锚杆按先顶后帮的顺序依次进行。
⒉ 装锚杆（索）
安装锚杆前，应将眼孔内的煤粉用掏勺或高压水冲洗干净。然后将树脂锚固剂用锚杆送入眼底，用煤电钻或锚杆钻机边搅拌边推动至孔底，再挂金属网片安装锚杆托板，锚杆安装5分钟后将锚杆螺母上紧，使其扭力达成140N/M。
3.过断层、裂隙和岩性突变地带时顶板管理措施
（1）加强掘进地段的地质调查工作，根据所掌握的地质资料（涉及地质构造分布情况与产状以及岩性变化的也许地段），及时制定具体的施工方法与安全措施。对于特殊地段，要制定针对性措施，否则不能开工。
（2）在破碎带中掘进，尽也许缩短围岩暴露时间，减小顶板出露后的绕曲离层，提高顶板的稳定性。
（3）施工中要严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。要经常观测围岩稳定状况的变化，及时掌握断层、裂隙带、岩性突变带出露的时间。一旦发现异常要及时解决，防患于未然。
（4）掘进工作面临近断层或穿断层带时，采用架设梯形工字钢钢棚进行支护，棚距要缩小。在距断层前5m左右时，要采用密集支柱。
（5）减小空顶距离，及时架设临时支护，永久支护要紧跟工作面迎头。
（6）巷道支架背板要严实，提高支架对围岩的支护能力，防止掘进中漏顶或漏帮。
（7）在顶板岩性突变地带，要及时打点柱支护突变带顶板。对伞檐状危岩要及时敲掉，敲不下来时，要在伞檐下打上撑柱，并在下面加密柱棚，或加打台板棚。
（8）巷道临近断层等构造时，要加强对瓦斯的检查以及断层水的疏排工作。

二、工程质量规定
1.巷道宽度中线至任何一帮误差控制在0～＋150㎜，净高误差控制在30～＋200㎜。
2.锚杆孔深度误差控制在0～50㎜之间。
3.锚杆支护质量标准：（1）锚杆角度应垂直巷道轮廓线。（2）锚杆孔深与锚杆长度一致。 （3）使用k2335型矿用锚固剂。 （4）锚杆抗拔力不小于4吨。（5）锚杆外露长度不大于20～50mm。（6）巷道顶、帮表面平整，锚杆托板紧贴煤（岩）面。（7）锚杆间距、排距误差100mm。
锚杆的安装角度与巷道轮廓线夹角不小于75°，裂隙层理发育处，适当调整锚杆安装角度，尽量垂直裂隙层理面。
4.锚杆螺母必须用力矩板手拧紧，扭力距不小于140N/M。
5.所掘巷道煤壁必须修理平整，铺设金属网片时，必须铺平拉展，头对头、边对边，采用14#铁丝联接网片，网与网采用隔扣相联，每扣拧2-3圈。
6.为保证锚杆的安装质量，对锚固力、扭力距达不到设计规定的锚杆必须及时进行整改，严禁使用不合格的树脂锚固剂、锚杆和托板。
7.对压坏的托板及螺母滑扣的锚杆必须在其旁边补注锚杆。
8.锚索孔深度小于锚索长度200㎜。
9.锚索初始安装后，外露长度控制在300㎜以内。
10.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。
11.搅拌树脂药卷后，停止5～10分钟，开始张拉锚索，张拉预紧力控制在120KN以上。
12.张拉时，发现锚固力不合格的锚索，必须立即在其附近重新打注。

第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、施工顺序
从1608皮带顺槽开门,沿166°29′55″方位和B6煤层顶板，以3.3×2.4m（掘进规格）施工170 m，然后变坡（0°）掘进12m，为一绞车硐室，170处再左转45°施工8m与一采区二号石门轨道巷贯通，工程结束。
二、施工工艺
工艺流程：交接班→安全检查、敲帮问顶→延伸中腰线→检查气体、机电设备检修→打眼→装药、瓦斯检查→联线、挂警戒→放炮→气体检查、出煤→打锚杆眼、挂网、安装锚杆、上托板→进入下一个循环→……→文明生产→交接班。

第二节 掘进方式
一、施工方式及设备
1608运煤上山工作面采用煤电钻打眼，普通爆破法施工，后配搪瓷溜槽与1608皮带顺槽煤流系统相连。
采用煤电钻打炮眼，煤电钻型号MZS－1.2，采用2.0m、1.8m麻花钻杆（Φ42mm）进行施工。用MQT-70C风动锚杆钻机打锚杆眼，采用1m可连接钢钎钻杆进行打眼。

第三节 爆破作业
采用打眼放炮施工,楔形掏槽, 直径φ42mm钻头打眼放炮施工,35㎜直径三级煤矿许用乳化炸药爆破,雷管采用毫秒段发电雷管,M-200发爆器放炮,连续集中正向装药,黄土配合水泡泥封口,放炮后及时恢复正常通风，进行洒水降尘消烟,提高爆破效果。
加强光面爆破管理,炮眼要平、直，深度、角度达规程规定,实行定钻、定位、定岗，严格按规程规定的药量进行装药，岩性发生变化时,及时调整爆破参数,超挖不超过150㎜,严禁欠挖。特殊地段施工时,严禁放大炮,要缩小炮眼深度及循环进尺,轻打轻放,减少对围岩的破坏，如过断层或破碎带时,应加强支护，如有需要另编制安全措施。

炮眼布置及装药量
眼号
炮眼
名称
炮眼深度
装 药 量
水平
角
度
封
泥
长
度
（m）
爆破
顺序
联线
方式
装药
结构
m
单 眼
小计(kg)
1-4
掏槽眼
2.0
3卷
600 g
9卷
2.4
760
封
满
填
实
I
串
联
反向连续装药
5、6

扩槽
1.8
3卷
600 g
6卷
1.2
780
II
7、8
12～14
9～11
15～17
辅助
11个
1.8
1.5卷
300 g
22卷
3.3
850
III
23-25
41～43
帮眼
6个
1.8
1
200
6卷
1.2

IV
44～50
底眼7个
1.8
1.5
300
10.5卷
2.1

IV
18～22
二圈5
1.8
1.0卷
200 g
5卷
1.0 g

IV
26～40
周边15
1.8
1卷
200 g
12卷卷
1.8

V
合计
50个孔

13.0

第四节 装载与运送
一、装载与运送方式
⒈装煤运煤：由人工直接装煤，通过搪瓷溜槽运至1608皮带顺槽输送机运至井底煤仓，经主井皮带输送到地面选煤楼。
⒉材料及设备运送：材料及设备从地面装车经副井筒放至井底车场，运用采区轨道上山绞车提到一采区一号石门，人工运到1608掘进工作面用料地点。

第五节 管线及轨道敷设
⒈风筒、水管及气管布置在巷道右侧，电缆要悬挂在电缆勾上。
⒉风筒吊挂平直，做到逢环必挂，出风口距离掘进工作面不超过5m，风筒的直径为600mm。
⒊水管用铁丝捆绑在帮部管架钩上，每5m捆一道。水管距工作面不超过20m。
第七节 设备及工具配备
设备及工具配备 表7
序号
名 称
型 号
功率/W
单位
数量
备注
1
移变
KSGZY－315/0.69
315KVA
台
1
供电
2
局部通风机
DSFA5.6/2×15
2×15KW
台
1
供风
3
煤电钻
MZ－1.2
1.2KW
台
2
备用1台
4
搪瓷溜槽
600×1000

节
190

5
综保
ZBM-4

台
1

6
锚杆钻机
MQT-70c

台
1

7
馈电开关
BKD9-400

台
1

8
防爆电话

部
1

9
力矩板手

把
1

10
激光指向仪
YBJ—500c

台
1

第五章 生产系统
第一节 通风
一、通风方式与供风距离
巷道掘进时掘进工作面采用局部通风机压入式通风，最长供风距离为200m。
二、掘进工作面风量计算
⒈掘进工作面风量计算
⑴按瓦斯涌出量计算
Q=100 Q瓦K＝100×0.65×1.9=123.5 m3/min
式中 Q瓦—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.65㎡/ min
K—不均衡系数，取1.9。
⑵工作面同时工作人数计算
Q=4N=4×20=80 m3/min
⑶按巷道最低风速进行计算
Q掘＝60×V×S
式中：Q掘----掘进工作面配风量，m3/min；
V----2023年版《煤矿安全规程》规定的巷道最低风速，取0.25m/s；
S----掘进工作面掘进断面，取7.92m2。
则掘进工作面配风量：Q掘＝60×0.25×7.92＝118.8m3/min。
经计算比较，运煤巷掘进工作面配风量为：Q掘＝123.5m3/min。
三、局部通风机选型
根据风量计算，1608运煤巷掘进工作面所需最大风量为123.5m3／min，选择一台２×15Kw的轴流对旋式风机，可满足工作面的供风量。。
四、局部通风机安装地点和通风系统
运煤巷掘进过程中局部通风机安设在1705皮带顺槽距1608皮带顺槽开口点以东20m的新鲜风流中。
通风系统：地面新鲜风流→主、副井筒→一采区轨道上山→一采区轨道石门→1705皮带顺槽→局部通风机→1608皮带顺槽→掘进工作面。
乏风：掘进工作面→1608皮带顺槽→一采区皮带上山→风井→地面。

第二节 压风
打注锚杆（索）时采用风动锚杆钻机打眼和安装锚索。其压风系统为：
地面压风机房→副井→一采区轨道上山→一采一号轨道石门→1605皮带顺槽→运煤巷工作面用风点。

第三节 瓦斯防治
由于是炮掘工作面，目前不具有安设瓦斯监测探头，瓦斯超限报警仪的条件，所以采用加强人工检测的方式进行瓦斯检测，每班必须有一个安全瓦检员检查工作面的瓦斯浓度，严禁空班漏检。

第四节 供水防尘
地面水池→副井→一采区轨道上山→一采轨道石门→1608皮带顺槽→工作面用水点。

第五节　 防灭火
1.工作面必须具有完善的防火设施，否则不许开工。
2.管好、用好工作面及巷道内的防火设施，且要有专人管理。
3.工作面巷道保证足够的通风断面，设备材料存放整齐，不影响通风和行人、运送。
4.皮带、油脂存放地点及配电硐室处必须有干式灭火器及黄沙等灭火器材，皮带机头、尾应洒水。
5.电气设备着火时应先切断电源，然后使用不导电的灭火器材进行灭火。
6.任何人发现火灾时，一方面应立即采用一切也许的办法直接灭火，并迅速报告矿调度室，告知所有也许受火灾威胁的人员撤离危险区，并组织人员运用现场一切不燃工具和器材灭火。
7.保证巷道瓦斯不超限，经常冲洗、清扫工作面及巷道煤尘，消灭一切也许出现的明火源。
8.在掘近到火烧区附近，必须加强钻探工作，保证工作面与火烧区留有足够的防火煤柱。
9．加强断层带附近的气体检测，防止煤层出现自燃现象。
第六节　　安全监控
其安全监控线路为：矿调度监测中心→副井→一采区轨道上山→一采区一采轨道石门→1608皮带顺槽皮带机尾附近

第六节 供电
1608运煤巷掘进时供电电源来中央变电所，其供电电源为6600v，其供电线路为：中央变电所→一采区轨道上山→一采区一采轨道石门→315移动变电站→1608皮带顺槽→运煤巷工作面用电点。

第七节 排水
排水线路为：工作面→1608皮带顺槽→一采区回风上山→井底车场→中央水仓→副井→地面。

第八节 运送
⒈ 运煤系统
工作面爆落下来的煤岩通过搪瓷溜槽→1608工作面皮带顺槽皮带输送机→一采区皮带上山皮带输送机→井底煤仓→主井皮带输送机→地面。
⒉ 运料、行人系统
1：地面→副井→副井车场→一采区轨道上山→一采区轨道上山一号石门→1608皮带运送顺槽→1608运煤巷工作面。
2：地面→副井→副井车场→一采区回风上山→1608皮带运送顺槽→1608运煤巷工作面。

第九节 通讯
距工作面50m处安装防爆程控电话一部，以便于井上、下人员联系工作。其通讯线路为：地面调度室→副井→副井车场→一采区轨道上山→一采区一号轨道石门→1608皮带顺槽→工作面通讯地点。

第六章 劳动组织与重要技术经济指标

第一节 劳动组织
一、工作面劳动组织
工作面实行正规循环作业方式，实行“三八”工作制度，循环进度为0.8m，每班2个循环，日循环6个，日进度4.8m，月正常生产按25天计算，月进度为120m。
；
序 号
工种

合计
备注
1
打眼工
2
6

2
爆破工
1
3

3
运料工
1
3

4
攉煤工
1
3

5
瓦检员
1
3

共计

6
18

劳动组织表

第二节 循环作业

为了提高效率，实行多工种平行交叉作业。
⒈ 现场交接班与安全检查、延伸中腰线、打探眼、检查气体、检修设备平行作业。
名 称
时间
分
早
8
9
10
11
12
13
14
15
16

中
16
17
18
19
20
21
22
23
24
夜
0
1
2
3
4
5
6
7
8
交接班
15

敲帮问顶
10

打眼
80

装药
20

设警戒
10

放炮吹炮烟
30

出煤
60

打锚杆眼
90

挂锚网
上托板
30

合计
345

正规循环作业表 表10

第三节 重要技术经济指标
技术经济指标表 表11

项 目
单位
数量
1
掘进断面
㎡
7.92
2
循环进度
m
0.8
3
小班循环个数
个
2
4
日进度
m
4.8
5
月进度
m
120
6
直接工效
m/工
0.8
7
掘进总工程量
m
190

第七章 安全技术措施
第一节 一通三防
一、通风、瓦斯管理
⒈局部通风机必须由专人看管，保证风机正常运转，任何人不得随意停开风机。因检修、停电等因素停风时，必须切断工作面一切电源，撤出停风区所有人员到新鲜风流中。恢复通风前，必须由瓦检员具体检查通风机及其开关附近10m以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可启动局部通风机。
⒉风机必须上架，距离巷道底板高度不小于300mm。风筒必须吊挂平直，无脱节、无破口，转弯要用胶质软弯头或铁弯头，以减少风阻。风筒出风口距掘进工作面不大于5m。
⒊局部通风机必须按规定规定安装风电闭锁、瓦斯电闭锁装置及设备停开传感器。
⒋安装局部通风机的地点必须悬挂局部通风机管理牌板、瓦斯牌板和测风牌板。距掘进工作面20m以内悬挂瓦斯管理牌板和测风牌板，各种管理牌板内容必须齐全、字体工整、数据准确。并由局部通风机管理人员、测风员、瓦检员分别按规定填写。
⒌加强瓦斯检查工作，每班必须派专职瓦检员检查工作面及回风流中的有害气体浓度情况，若CO超过0．0024%、CH4超过1%时立即停止作业，撤离人员至新鲜风流中，并报告队值班室及调度室。
二、综合防尘
1.水管距离掘进工作面不得超过20ｍ，做到每个循环前后必须洒水降尘，冲洗巷道煤尘。
2.工作面的各转载点必须设有喷雾降尘装置，无转载点区域每隔50m设立一组三通及阀门。
3.巷道中积尘每三天派人冲洗一次。
4.煤电钻正常工作时必须使用降尘装置，水压必须达成《煤矿安全规程》第71条的规定。
5.打眼时必须采用湿式打眼，严禁干打眼。
6.施工人员必须佩戴防尘口罩，做好自身防护措施。
三、防灭火
⒈使用的润滑油、棉纱等必须放在指定地点，不准乱仍、乱放，严禁将废油泼洒在巷道内。
2.工作面掘进期间，发生其他特殊火灾时，另行制定方案和安全措施。
第二节 顶板
1、施工前.必须加固维修好巷道开口左右5m范围内的巷道支护，并在开口处顶部补打ф18×1800mm的螺纹钢锚杆，在开口点及左、右各3m处打注ф15.24×6000mm的树脂锚固剂锚索加强顶板支护。
2、开口掘进必须按800㎜的循环进度掘进，保证开口处的巷道成形。
3、严格执行“敲帮问顶”制度，施工的每道工序作业前必须由跟班队长负责站在安全地点用钢钎、洋镐及时撬掉松动、离层的煤块，确认安全后，方可作业。敲帮问顶时，一人作业，另一人监护，随时观测帮、顶情况，保证后巷退路畅通，保证安全。
4、施工队必须指定专人每班具体检查工作地点及巷道的支护质量，发现有压坏的托板、失效的锚杆时，必须及时在原锚杆附近处补打锚杆加强支护。
5、加强对巷道迎头煤壁稳定状况的观测，假如顶板松软或巷道接近断层破碎带，工作面巷道掘进过断层时，为减少顶板暴露时间，可采用小循环，锚杆间排距缩小到600×700mm。煤质松软破碎且压力大时，顶部挂双层网片进行支护。如工作面有超前冒顶迹象时，必须在巷道顶部按0.4 m的间距、45～60°仰角打注ф20×2023mm的超前锚杆控制顶板，同时锚索紧跟工作面。
6、在巷道压力大、顶板破碎区域、出现断层必须加打锚索加强支护。
7、加强顶板管理工作，永久支护必须紧跟工作面，严禁空顶作业。
8、工作面掘进在断层带处锚杆无法支护时，采用架设梯形工字钢钢棚进行支护。
9、架设的棚子亲口严实合缝，架设的棚子端正有力，不允许出现前倾后仰等现象。若遇底板松软，柱腿必须穿鞋以防钻底。
10、棚子帮顶采用板皮配合木楔绞实刹紧、背满。

第三节 防治水
⒈必须坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则。工作面掘进采用长短钻相结合探测，长钻探测距离超前工作面不小于20 m。
2.短钻探测时，探眼布置5个，孔深均为5m.正前探孔孔口从巷道拱顶下量1.5m，探孔方位、坡度与巷道方位、坡度一致；帮部探孔孔口距巷道底板1.0m, 坡度与巷道坡度相同、方位与巷道帮部夹角45°，巷顶、巷底探孔孔口位于巷道正中顶、底部，方位与巷道方位相同，探顶孔坡度为45°、探底孔坡度为-45°（沿煤层底板掘进时，探底孔不再实行）。
3．探测时发现煤质松软，片帮来压或钻孔中的水压、水量忽然增大，以及有顶钻等异状时必须停止钻进，但不得拔出钻杆，由跟班队长负责先撤离人员至安全地点，然后向值班队长及调度室报告。
4.巷道掘进过程中，若发现煤壁挂红、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，必须停止掘进，由跟班队长负责先撤离人员至安全地点，并及时向值班队长及调度室报告。

第四节 机电
⒈认真管理好各种机电设备，检修制度化，维护正常化。
2.严禁电器失爆、失保。严禁带电检修、搬迁电器设备（含电缆）检修或搬运前必须切断电源，用电源电压相适应的验电笔验点。开关打到停止位置并加闭锁，悬挂“有人工作、严禁送电”的停电牌。严格执行检修停送电制度，做到谁停电、谁送电的原则。
3.井下供电应做到“三无” （无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头）、“四有”（有过流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置）、“两齐”（电缆悬挂整齐、设备峒室清洁整齐）、“三全”（防护装置全、绝缘用品全、图纸资料全）、“三坚持”（坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号，坚持使用瓦斯电和风电闭锁）
4.各类司机和机电工持证上岗。
5.施工单位要加强机电设备检修工作，认真贯彻检修责任，保证机电设备正常运营。
6.需人工抬运设备时，必须用多股12#铁丝捆绑牢固，抬设备所使用的工具必须有足够的强度，并有专人负责安全工作。
7.铺设刮板输送机时，必须铺平、铺直，连接环松紧适宜，无飘链、卡链、跳牙现象。
8.刮板输送机运转前必须检查机头、机尾地锚是否牢固。
9.刮板输送机严禁拉运设备，物料及杂物。
10.设立刮板输送机时，大件从皮带过桥上用吊链吊起过皮带前，由班队长同调度室联系。皮带停止运转，切断皮带机电源开关，并闭锁。派专人看好皮带开关，以防误操作发生事故，当大件运过皮带后。报告调度室，告知皮带司机启动皮带。支护材料和行人必须从过桥上通过。严禁跨越皮带。
11.煤电钻必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须有专职司机保管。

第五节 运送
1.采用人力推车时，一次只准推一辆车。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，必须注意前方，接近道岔、弯道、巷道口、风门、峒室出口时，推车人必须及时发出警号，严禁放飞车
3.绞车司机必须持证上岗，操作时精力集中，发现问题必须及时解决。绞车固定地点支护必须完好，安全可靠。
4. 上山提高前，必须在上山上部平车场和下部车场的安全地点设好安全警戒。提高时，严格执行“行车不行人，行人不行车”的规定。
5.绞车司机开机前，必须认真检查绞车零部件是否齐全可靠，钢丝绳磨损情况是否符合规定，绳头、绳卡、鸡心环是否完好，阻车器、挡车门是否齐全、灵活、可靠，有隐患必须先解决，否则严禁提高。
6.小绞车提高时，信号必须灵敏可靠，信号听清后方可开机。若出现工作阻力过大等异常情况时必须停机解决。严禁强拉硬拽，以防断绳跑车事故。
7.每次提高时，一次只准挂一辆车。严禁串车提高，并且挂好保险绳，插好插销。

第六节 爆破管理
一、打眼
1、钻眼工必须通过专门技术培训，考试合格后方可上岗。
2、钻眼工必须认真学习本规程，熟悉工作面的炮眼布置、爆破说明书、支护方式等有关技术规定；掌握钻眼机具的结构、性能和使用方法；机具出现故障，应能立即检修或更换。
3、必须坚持湿式钻眼。
4、严禁钻眼与装药平行作业或在残眼内钻眼。
5、有以下情况之一时不准钻眼，解决好后方可作业。
（1）掘进工作面附近20米范围内瓦斯浓度达成1%或局部积聚瓦斯浓度达成2%时，以及其它有害气体超过《煤矿安全规程》规定期。
（2）局部通风机停止运转，工作面风量达不到作业规程规定的或风筒口距工作面超过作业规程规定的。
（3）工作面水管无水，防尘设施不全或防尘设施损坏、失效时。
（4）工作面拒爆、残爆没有解决完毕时（解决瞎炮时除外）。
（5）工作面有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙涌水、水色发混有臭味等异状）时。
（6）掘进工作面应清理的浮矸、浮煤没有清理干净或积水没有排除时。
（7）钻孔忽然与采空区或旧巷相透时。
（8）其他不安全隐患未排除时。
6、不许将残眼加深。上山打眼，坡度超过18度应设横梁，以防工作人员或工具下滑。
7、严格按炮眼布置图及中腰线布置炮眼，由专人定眼。光爆眼要先打好标准眼插上炮棍，其余眼标着打。
8、工作中要经常观测顶、帮变化情况，严格执行敲邦问顶制度。及时找掉危岩悬矸，支设好临时支护。
9、停风或瓦斯浓度超过1%，应停止打眼，及时报告调度室，采用措施进行解决，解决不完不准继续打眼。
10、操作时衣袖必须扎紧，防止缠绕钎子。
11、风钻打眼必须遵守下列规定：
(1)风、水管不准交叉悬挂或乱放。接风、水管前应先吹净管内的脏、杂物，快速接头不得缺少密封圈。
(2)迎头应有水针、钻头、钎子等备品备件，扳手、钳子、螺丝刀等应用工具。
(3)零部件要齐全，螺丝要拧紧，发现异常应及时解决。
(4)水针、钎孔要透气畅通，钻头、钎子要合格，不准使用肿锭钎子。
(5)经常按规定规定加油，保持润滑。
(6)试运转时排气孔不要对着人。
(7)多台风钻打眼时，要划分区段，要定钻、定人、定位、定眼、定责，严格按炮眼布置图、爆破说明书施工，不准交叉作业，不准上下重叠设钻。
(8)打眼时必须设立好脚手架，保证站稳，风钻前方不准站人、把钎点眼人员定好眼后，要撤到钻后一侧。风钻的位置、高低要根据角度调好。不要用腿夹钻，风钻司机与领钎人要互相配合。
(9)先开水、后开风，点眼开小风，待炮眼稳固钻进20-30mm后，再把操纵把手扳到中速位置，直至钻头不易脱落眼位时再全速钻进。给水量应根据岩性适当掌握，以岩粉成粥状流出为好。
(10)扶钻时脚下要站稳，躲开眼口方向，站在风钻侧面，两腿前后错开，严禁踩空或骑在钻腿上钻眼，推钻时要根据岩性和风钻运转情况适当用力，保持钎子平稳前进，注意防止断钎子或钻架歪倒导致事故。
(11)钻眼应与煤、岩层节理方向保持一定夹角，以防止卡钎子。
(12)钎眼堵塞应立即关水门，打开风门，以吹出堵塞物。无效时可更换钻杆，严禁把手指伸入钻膛内捣弄。
(13)发生异常响声或振动力加大，要立即停钻检查进行解决。
(14)气腿正后方不准站人。风钻下不准站人，打高眼要加长气腿或使用木马，木马面要有防滑措施，钻上要用绳（链）牢固吊挂。
(15)钻头磨损严重，要及时更换。以防膀棱磨小，卡住钎子。
(16)拔钻时要用手指压着放气按钮，放出乏气，收缩钻腿或移动钻腿也按此种方式操作。
(17)打探眼等钻孔，开始时要使用短钎子，然后再换长钎子。
(18)停钻先停水、后停风，并让风钻空运转，以吹尽其内部残存的水滴。钻、钻架要拿稳拿牢防止碰撞。钻、钻架、钎子撤离迎头后要妥善放置，防止炮崩、石砸。风水管撤出后要在妥善地点盘放好，防止损坏。

二、爆破作业
1、所有爆破人员，涉及爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能。严格执行《煤矿安全规程》（2023）中对于爆破管理的规定。
2、爆破工必须通过培训考核合格后，持证上岗，按章作业 。
3、施工绞车窝、规避峒严禁与迎头平行作业，爆破前迎头人员必须撤出，施工地点及迎头严禁有人工作或逗留。
4、爆破材料必须采用人力背送，严禁乘坐人行车，严禁用矿车、严禁用刮板输送机，严禁用带式输送机运送。
5、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，由其别人员运送。
6、爆破材料必须装在耐压和抗冲撞、防震、防静电的非金属容器内。必须使用矿专用爆破材料箱，严禁使用其他容器。电雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆破材料装在衣袋内，领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁半途逗留。
7、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，爆破作业必须执行“一炮三检制”即装药前、爆破前、爆破后都要检查瓦斯浓度，瓦斯浓度超限严禁装药爆破。
8、爆破工必须依照说明书进行作业。
9、不得使用过期或严重变质的爆破材料，不能使用的爆破材料必须交回爆破材料库。
10、井下爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。
11、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆破材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆破材料箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。
12、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脚线扭结成短路。
13、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。严禁坐在爆破材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时本地需要的数量为限。
（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。电雷管必须所有插入药卷内。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。
14、装药前，一方面必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，在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。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送设备、电气设备等导电体相接触。
15、巷道采用爆破作业时在距爆破地点50m以内必须安设注水针和水炮泥箱。
16、炮眼封泥应用水炮泥，水泥炮外剩余的炮眼部分用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥。
17、无封泥、封泥局限性或不实的炮眼严禁爆破。
18、严禁裸露爆破。
19、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列规定：
（1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药爆破。
（2）炮眼深度为0.6-1m时，封泥长度不得小于0.5m。
（3）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
（4）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。
20、装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药爆破：
（1）掘进工作面的空顶距离不符合作业规程的规定，伞檐超过规定。
（2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度超过1%时。
（3）爆破地点20m以内矿车、未清除的煤矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。
（4）炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散，透老空等情况