雷公山煤矿回风斜井作业规程
一、工程概况
1、地理交通
雷公山煤矿隶属于贵州世纪资源勘查开发有限责任公司，位于贵州黔西县中建乡境内，井田中心距黔西县城64km，距金沙县城38km，距黔西火电厂38Km。
雷公山井田位于黔西县北东部，属黔西县中建乡管辖，整个井田大致为以南北走向的长条形，南北长约5Km，东西宽约1Km～2Km,面积约8.168Km2.地理坐标为：东经106°18′00″～106°19′45″,北纬27°16′00″～27°18′45″。
雷公山煤矿回风斜井位于清冈山上，与轨道上山相联，井口标高+1353.5m，回风斜井距主平硐约3.5公里，有矿山公路与煤矿主井工业广场相联，是矿井的唯一回风出口。
2、主要技术参数
回风斜井井口标高+1353.5m，井筒轴线方位角315°；上段回风斜井倾角25°，长约78.8 m后落平（标高+1320 m），中间是一回风石门，石门长108m，并在+1320 m标高分别由+1320 m联络绕道和回风石门与轨道上山和下段回风斜井相联，下段回风斜井倾角310，斜长492.5 m，回风斜井下端与下部车场绕道相联，回风斜井下部落平点标高1067 m；回风斜井全段长L=679.3m；巷道断面类型为直墙、半圆拱，净断面S=13.1m2；巷道设左侧水沟和梯步，人行梯步宽为800㎜，水沟200㎜×200㎜，施工设临时轨道，轨型15kg/m，轨距600mm，枕木用木轨枕，轨枕间距不大于800㎜。
回风斜井巷道断面特征详见下表：
二、地质概况
1、井田地质概况：本井田构造位于安底背斜北段北西翼，基本形态为一单斜构造，岩层走向北北东，倾向2800－3100，倾角300～340,在这一单斜层的基础上次级褶曲不发育，未见规模较大的断层。勘探区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组；二叠系上统龙潭组、长兴组；三叠系下统夜郎组、茅草铺组以及第四系。其中龙潭组为含煤地层，总含煤13～17层，煤层总厚10.19m～12.13m，平均11.29m,含煤系数6.23﹪。其中可采煤层6层，可采煤层总厚7.38m～7.59m,可采煤层含煤率3.45﹪。
根据岩性和含煤特征，本井田内的煤系可分为上、下两段。上段自长兴组界起至9煤层下的灰绿色细砂岩底止，厚度为64.08m～89.46m，平均厚73.85m，含可采煤层2、5、9三层;下段自9煤层下的细砂岩底起至茅口组灰岩顶界止，厚度为98.86m～119.25m，平均厚110.57m，含可采煤层13、14、15三层。
2、回风斜井所处岩性分析：雷公山煤矿回风斜井开口于15号煤层底板之下，由坡积、堆积与残积成因的砂土、亚砂土、亚粘土及粘土组成，主要分布于回风斜井上段250坡度范围内。对该段岩石破碎带应采用短掘短支，超前支护措施，以确保施工安全；根据设计图纸及资料，主要回风斜井下段492.5米全部布置在二叠系上统龙潭组15号煤层顶板灰岩中，据此，回风斜井将（+1320 m总回风石门揭煤）由15号煤层底板进入15号煤层顶板，现就龙潭组15号煤层及顶底板岩性简单分析如下：
二叠系上统龙潭组岩性情况：
龙潭组上部为灰——深灰色细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、粘土岩没夹煤层及薄层灰岩，下部为浅灰——灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、灰岩、煤层及粘土岩互层组成，全段厚160～220米，含2、5、9、13、14、15煤层可采。
14号煤层底板（即15号煤层顶板）岩性：
14号煤层位于煤系下段中上部，上距13号煤层7.5～11m,一般间距为8～9m。煤层厚度为0.53m～1.72m，平均1.05m。该煤外观黑色，块状、页片状，多由暗淡型煤条带组成，含较多黄铁矿颗粒。结构较简单，一般不含夹矸，仅少数点含1～2层厚0.08m～0.10m的灰色粘土岩夹矸。顶板灰岩或泥质粉砂岩，底板泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，少数为粘土岩。区内大部份可采，可采率94%。
⑹ 15煤层
位于煤系下段中下部，上距14煤层20m～27m，平均24m～25m。煤层厚0.56m～1.60m，平均厚1.12m。外观黑色，片状，多由暗淡型煤条带组成。结构复杂，多数点含1至2层厚0.05m～0.10m的粘土岩夹矸。顶板多数为页岩，底板为铝土质泥岩，该岩石具有遇水澎胀性，施工中应防止浸水危害。区内大部份可采，可采率94%。
3、 瓦斯
雷公山煤矿属高瓦斯矿井，回风斜井大部分巷道所处龙潭煤系中，煤层中的瓦斯可能会通过裂隙等向施工巷道中释放，加之+1320 m总回风石门需掘穿15号煤层，瓦斯管理至关重要，施工中必须加强通风管理，严格瓦斯监测预报及日常瓦斯检查工作，并编制和执行好揭煤措施，严防揭为煤过程中发生煤与瓦斯突出，坚决执行雷公山煤矿及国家有关瓦斯管理的规定。
4、 地下水
井田煤系地层浅部分布有一定的废弃小煤窑，采空区内可能积存有老窑水，同时浅层地表及裂隙水也有可能对施工巷道造成危害。因此在回风斜井掘进施工过程中必须加强水害的防治工作，坚持“逢掘必探，先探后掘”的探放水原则，同时加强铝土岩施工地段遇水澎涨等问题的处理，以确保整个回风斜井的施工安全。
1、掘进采用JZY-Ⅲ型壁虎式激光仪指向，3台YT28型风钻打眼，斜眼掏槽，全断面一次爆破开挖。回风斜井采用一台PY-60B型耙岩机耙矸装车，运输采用U型矿车装矸，两台JTKB-1.2×1.0W型提升绞车分两级提升矸石至地面，道床采用15Kg/钢轨，轨距600mm，木轨枕，轨枕间距不得大于0.8m；绞车安装于距井口30m外的地方，井口外地面布置一个上车场，上车场两端采用DK615-4-12道岔与轨道相接，车场长度为30m，为排矸错车和料车存放使用。
2、 回风斜井全长L=679.3m，倾角为α=25°和α=310两段，根据《煤矿安全规程》（2006）第四十六条规定：斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐一个。为了确保回风斜井施工安全和方便排水，回风斜井按每隔30m间距（斜长）在井筒右侧设一个躲身硐。躲身硐为直墙半圆拱，尺寸：长×宽×高=3000×2000×2000mm，躲身硐底部便设水窝排水。布置在锚喷段和喷砼段的躲身硐，均采用喷砼支护。当工作面有积水时，碛头用风泵抽水到躲身硐内的3m3水窝内，再在躲身硐内设置一台潜水泵抽水，通过Φ100专用排水管排至地面；当一台水泵扬程不够时，在另外适当位置的躲身硐内增设水泵实现多级排水；如遇涌水量较大时，则应根据实际情况另行设置较大容水量的临时水仓。
3、回风斜井浅埋段（预计为前50米内）岩性不稳定且为软岩层，可跟据开挖后的实际岩层情况采用采用Φ42的无鏠钢管作为前探支护，永久支护可实行砌碹或采用型钢加锚网喷，具体支护形式可据实另行编制补充安全技术措施；对岩性较好地段则按设计实行锚网喷。
4、安装锚杆应首选锚杆机，钻孔Φ28mm；锚杆间距800㎜×800㎜，采用梅花型布置；锚固剂可先用水泥锚固剂（岩性较差必须全段锚固时采用）或树脂药卷（岩性较好仅采用端头锚固时使用）。为了便于施工，锚杆施工时采用Φ89钢管搭设工作平台，平台高度和宽度以便于施工和保证安全为准，平台上方采用加工的钢管架铺设。
5、喷射砼采用在地面由JZC－350型滚筒搅拌机将原料搅拌成润料后，用V型翻斗矿车将砼运送到工作面附近平台，再由人工上铲的方式，转入砼喷射机加水后喷射支护。
6、为确保施工安全，巷道围岩破碎时应增设临时支护，支护方式将根据实际情况现场确定。临时支护到碛头的距离根据围岩情况确定，但最大不得超过4m。
7、巷道掘进经过特殊地质段（断层、溶洞、岩溶陷落柱等）及揭煤另行编制专项技术安全措施。
四、爆破说明书
1、爆破器材
（1）煤矿乳化炸药，φ32mm，L=200mm，0.15kg/条；
（2）8号铜壳煤矿许用毫秒延期电雷管，1～5段（单发雷管全电阻4.3-6.3欧）；
（3）φ0.5mm铝芯胶皮线；
（4）φ1.13mm(1mm2)两铜芯放炮母线，L=200m；
（5）MFD-200型矿用发爆器一台(最大外接电阻1220欧，脉冲电压冲值2900伏)。
2、爆破参数
1）、炮眼深度
炮眼深度取1.5m。
2）、炮眼直径
炮眼直径φ42mm。
3）、周边眼不大于500mm，辅助眼不大于600mm。
3、炮眼布置及图表说明
工作面炮眼布置
1）、工作面炮眼布置与岩石性质、结构、巷道断面形状、大小，炸药性能和装药量有关。掘进工作面的炮眼，按其用途的不同分为掏槽眼、辅助眼和周边眼及底眼。爆破顺序是：先掏槽眼，其次辅助眼，最后周边眼及底眼，掏槽方式为楔型掏槽。掏槽眼距为1600mm，辅助眼间距分别为550mm、600mm，周边眼间距为500mm，底眼间距均为500mm。
2）、详见附图：回风上山炮眼布置图
4、眼孔装药与炮泥。
（1）采用直接装药至眼底，封泥长度不小于0.5m。
（2）一律采用正向爆破的方法，即炸药和雷管的聚能穴方向一致且均朝向眼底。
（3）炮泥制作，用粘土和砂子按1：1的比例，搓成长度约L=100mm，直径约φ25mm的条状。炮泥不宜太湿或太干，否则会降低爆破效果。
5、联线与起爆
（1）、联线时必须将雷管脚线的接头刮净并扭结。
（2）、放炮母线应在放炮前临时敷设并挂在井筒无电缆侧。电雷管与放炮母线联接前，先检查放炮母线是否带电，若带电必须及时查明原因，排除杂散电流。
（3）、电雷管与电雷管连接后，在放炮前，为确保全断面起爆，可采用电雷管导通表，检查电雷管网路是否导通。
（4）、联线方式采用大串联，全断面一次起爆；放炮器采用MFD-200型矿用发爆器。
五、各工序施工工艺:详见施工工艺流程图。
六、劳动力组织及循环图表。
根据施工需要，配备齐全各工种熟练工，要求各工种应熟练掌握施工操作技术、操作规程、质量标准和安全知识；根据施工准备期和井筒开工后的人员需求，组织精悍施工队伍，按工程进度需要及时进场。
为实现快速、优质、安全、高效的施工目标，施工组织上应实行多工序平行、交叉作业，为使这种作业方式在有限的空间内有秩序按计划均衡地进行，必须坚持以工种岗位责任制为中心的组织方法，成立综合工程队，在施工中坚持正规循环作业。
1、成立综合工程队
根据本工程的特点，组织一个综合工程队，担负整个井筒施工任务，综合工程队包括若干个专业化班组。
（1）掘进班：负责钻眼、爆破、碛头排矸等工作。
（2）成巷班：负责拱架架设、钻锚杆眼、锚杆架设、巷道初喷及复喷成巷、水沟、梯步砌筑等工作。
（3）运输班：负责矸石、材料提升运输工作。
（4）机电班：负责绞车、压风机、耙斗机等机电设备的维护维修，风、水、电的正常供给，非标件的加工制作等工作。
（5）通风班：负责巷道通风，瓦斯及其它有毒有害气体检测工作。
2、劳动力安排：见各工种人员分配表。
3、正规循环作业
1）回风斜井施工的巷道掘进、打锚杆及出矸等均按“顺序”作业组织正规循环；喷浆、水沟及梯步浇筑与巷道掘进滞后一小段施工。
锚喷段（正常岩性）施工必须保证每次放炮后首先安装好当班锚杆，喷砼可采取“两掘一初喷，复喷滞后平行”，即每掘进2个小班进行一次初喷作业，复喷最多不得超过8个小班进行。
素喷砼段应该围岩稳定性较好，喷砼作业与碛头掘进可稍后同步平行施工，喷浆滞后碛头施工最多不能超过30米。
2）巷道掘进正规循环见《回风上山掘进循环时间表》。
七、单位工程质量检查验收标准与质量控制
1、掘进
(1)、巷道掘进必须采用光面爆破，爆破后周边眼痕率不小于50 ％。
(2)、基岩一般巷道掘进，侧宽以中线到帮，-50mm － +200mm为合格，0－+200mm为优良;高度以腰线到顶板，-50mm－+200mm为合格，0－+200mm为优良;腰线到底板，-30mm－+200mm为合格，0－+200mm为优良。
(3)、水沟掘进允许偏差：中心位置为-50mm－+100mm，宽度和深度为-30－+50mm
(4)、实行“定人、定位、定风钻”掘进岗位责任制。
2、砼水沟、台阶
(1)、斜巷台阶砼允许偏差：长度、宽度、标高（腰线下）为 ±20mm，高度为±10mm，位置±30mm。
(2)、Ｃ10砼重量配合比＝32.5Ｒ水泥：砂：碎石：水＝1：2.6：7.65：0.8；（应送样试配）
(3)、搅拌机旁必须悬挂砼重量配合比牌板，施工时必须严格按配合比计量配料。
(4)、砼原材料必须用台秤称重，重量误差控制在3％以内。砼原材料进入搅拌机后搅拌时间不得小于2分钟。
(5)、台阶和水沟砼每200m，必须通知质安部人员到场见证，随机取样1组150mm×150mm×150mm试压块。试压块取样后必须在水池中养护14天，到28天期龄时应及时同送样检验。
(6)、为确保工程质量，必须执行“班互检、队自检、矿部复检”制度。
3、锚喷
1）锚杆允许偏差：间排距为±100mm，孔深为0－+50m，角度为 15°，尾端外露托板长度应小于50mm。锚杆抗拔力不应小于设计的90％，锚杆托板安装应紧贴岩面。安装锚杆前，必须对锚孔用Φ15mm的金属风管加压吹干净。
2）、C20喷射砼重量配合比＝32.5R 水泥：砂：瓜米石：速凝剂：水＝1：2：2：0.03：0.45。（应送样试配）
3）、每50m－80m喷射砼段，必须按规范随机取样1组试压块，试压块规格为100mm×100mm×100mm。养护到28天期龄应及时送检，每次取样和送检时必须有质安部人员现场见证。
4）、喷射砼支护侧宽以中腰线检查，0－150mm为合格，0－100mm为优良，高度以腰线检查，0－150mm为合格，0－100mm为优良，喷射砼厚度打孔检查，不得小于设计厚度的90％，表面平整度应小于50mm，基础深度偏差小于10％。
5）、对基岩面灰尘、油污、风化腐蚀层的部分，采用高压水、风进行清洗，并根据地下水活动情况对渗水、漏水和涌水部位进行防水处理。
6）、每次喷射前应首先将高压风打开，将管中残液、残渣吹出，然后先行通水再均匀连续上料，并始终保持进料中有一定的混合料。喷射作业一般工作风压，喷边墙时0.27～0.4Mpa，喷嘴距受面的垂直距离一班为0.6～1.2m之间，并垂直岩面，喷手应根据风压的大小和料速到达喷面的扩散程度，及时调整喷射距离。
井巷工程顶板事故为煤矿掘进多发事故，也是我矿基建时期安全工作的主要威胁。煤矿巷道掘进顶板事故的主要表现形式有开挖后顶帮的悬矸、危石掉落，有矿压地段及地质构造地段出现顶帮松动冒落坍塌等。为确保我矿回风上山施工安全，加强巷道顶板管理及支护工作，特制定本制度。
1、严格执行“敲帮问顶”制度，进班前，当班班长和安全员必须对工作面安全情况进行全面检查，清除顶帮悬矸、危石，确认无危险后其他人员方能进入工作面。
2、施工中应加强观测，随时注意围岩的变化情况，判断围岩节理、层理发育方向，断层、裂隙走向，接触面填充物的性质，涌水量，喷砼是否产生裂隙、剥落和剪切破坏等，是否可能发生冒顶。当围岩变形有可能发生冒顶或喷砼产生较大剪切破坏时必须停止工作，采取支护措施进行围岩加固。
3、每班放炮后、进班前须指定专人负责找顶工作，找顶工应由两名具有丰富经验的人员担任，一人敲帮问顶，一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在安全地点，观察人员应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。
4、每个工作人员应随时检查工作地点的顶板、支护等情况，发现险情必须立即采取措施；险情未排除前，班组长和安全员不得离开现场。
5、敲帮问顶应从完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入；在敲帮问顶过程中严防岩石顺杆下滑伤人，顶帮遇到大块危岩里，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理敲帮问顶，不得强挖硬刨。
6、围岩破碎段施工时，每班均应设专人观测围岩并随时进行敲帮问顶工作，同时采取必要的临时支护措施，确保顶板安全。
7、除破碎和松软岩层外，所有巷道的掘进都必须采用光面爆破，以减小对围岩的扰动和破坏，提高围岩自身的承载能力。
8、过松软破碎带、过断层、老空、溶洞等，都必须根据具体情况编制专项支护措施，严禁空顶作业。
9、打锚杆、喷砼前，必须先行敲帮问顶，将巷道悬矸危石清理干净进行临时支护后，方可进行锚喷作业。
10、制定合理的“控顶距离”，空顶距必须符合作业规程的规定，搞好掘支平衡。放炮前，临时支护、锚杆距碛头必须小于0.2米，放炮后，锚杆距碛头的距离不得大于2米，临时支护必须及时跟上，岩石暴露后，必须在8小时内打好锚杆；在打锚杆时，必须边打眼边安装锚杆，严禁将眼打齐（或多根）后再安装锚杆；每3个循环必须进行初喷，复喷必须跟拢扒渣机；局部岩石较破碎地带必须挂网并立即初喷，具体由现场管理人员确定。
11、爆破前必须对靠近掘进工作面10m内的临时支护的进行加固，爆破后对损坏的临时支护必须及时进行修复。
12、顶板管理制度由值班队长及当班安全员负责监督执行。
13、临时支护地段应准备足够数量的木料、钢材及排柴备用。
14、锚杆安装时，搅拌时间不得少于30秒，20分钟后才能安装托板，并用强力扳手拧紧螺丝固定。
15、锚杆必须按规定做拉力试验并作好记录，对喷体必须做厚度和强度检查并留档备查，在做锚固力试验时，必须有安全措施。
探放水制度
1、透水预兆
（1）挂红、挂汗；
（2）空气变冷、出现雾气；
（3）水叫、水吼，顶板淋水加大；
（4）煤岩松软、片帮、来压；
（5）钻孔中水压增大，有顶钻、卡钻现象；
（6）底鼓、渗水，水色发浑、有臭味。
2、 施工方案
采取“先探后掘、边探边掘和长探短掘”的施工方案。
回风斜井探水方案以5米钎探为主，MYZ——75钻机配50钻杆探水为辅。
3、安全技术措施
1）组织施工人员认真掌握透水预兆和学习探防水安全技术措施，并在施工中严格执行；
2）必须按照“先探后掘，边探边掘、长探短掘”的原则组织施工。掘进前必须先施作超前探眼，探明前方岩体无透水危害后，方能向前掘进。做到不探明不掘进。
3）每次超前探眼控制的岩柱（超前距），在爆破后留下的应不低于3米。
4）探眼施作时施工队应派专人现场值班，发现异常情况，及时向调度室和分管领导汇报；矿级领导和技术人员应经常深入现场指导探放水工作。
5）发现透水预兆时，必须立即停止施工，撤出所有人员至安全地点（井外），并及时将情况报告矿长和总工，待查明原因并确定可行方案后方可继续施工；
6）施工中发现顶钻、卡钻、涌水增大等异常现象时，必须立即停止掘进，并即时固定钻杆，不得拨出钻杆，同时将情况报告矿级值班领导，并派专人监测水情。如发现情况紧急，必须立即撤出所有人员至地面安全位置，另行制定探测方案处理；
7）使用探水钻钻进前，必须对巷道进行支护加固；安好孔口管和控制闸阀，进行耐压试验，达到2MPa受压标准后，方可施钻；施钻过程中,探水钻后面和钻进手把活动范围内不得站人,防止高压水和手把伤人。
8）孔内压力、流量很大时，应将钻杆固定，经研究和判断，再行确定放水措施。
9）加强通风管理，加强工作面瓦斯检测。
10）地质人员必须对掘进工作面水文地质资料进行详细收集、调查和整理，加强地质预测预报。
附：探眼布置
九、提升设备及斜坡提升安全
一）绞车选型
提升绞车选用一台JTKB-1.2×1.0W型矿用防爆绞车，该绞车主要是为出矸、下放和材料设备的提升，提升最大距离为430m（310段回风斜井长）；配用钢丝绳直d＝18.5mm。
(一) 校验依据
1、提升能力：每班掘进进尺1米，每班出矸14.1m3×2.6吨/ m3=36吨
2、提升方式：单钩串车提升。
3、提升巷道最大斜长、倾角；430m， β＝31°。
4、提升容器：MGC1.0-6A型固定式矿车，容积1.0m3，矿车自重592kg。
5、工作制度：每天提升3班，每班提升6小时。
6、钢丝绳安全系数：专为升降物料时Ma≥6.5。
7、矸石的松散容重：矸石容重1.8t/m3。
(二) 设备校验
1、计算提升循环时间
上部为一平车场，最远提升距离430m（至轨道上山下落平点），绞车绳速取2.0m/s，装、御一次计划用时120 s。
最远时一次提升循环时间T＝430÷2.0×2＋120=550s
2、按产量要求一次提升量
每班绞车可提升次数：6小时×3600秒/小时÷550秒/次=39.2次
正常提升率按80﹪计，则一班可正常提升矸石31次
根据每班必须出矸36吨，则每次提升量为：36000÷31=1161g。
经计算，Q＝1161kg。
3、一次提升串车数
式中：QP——钢丝破断拉力总和，Qp＝149.688kN；
Fjmax——作用在绞车上的最大静张力，kN；
经计算，ma＝9.66＞6.5。
所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》规定。
7、按最大静张力来确定绞车的提升负荷
即：Fjmax≤绞车的最大静张力额定值
经计算Fjmax为15.50kN，选用绞车的最大静张力30kN＞15.50kN。
通过以上计算，无论是绞车最大静张力、钢丝绳的破断拉力、安全系数和提升任务均能满足要求。
二）提升安全
斜坡提升事故也是煤矿常见的安全事故之一，为了搞好我矿回风斜井施工期间安全生产工作，确保上山运输安全，必须加强斜坡提升安全管理：
1、每班到岗后，信号工必须详细检查防跑车和跑车防护装置、连接装置、绳头以及各种使用工具是否完好、齐全、灵敏可靠，并查看钩头15米内的钢丝绳是否有打结、压伤、死弯等安全隐患；绞车工开车前应对绞车进行详细检查，主要检查绞车各部份联接、紧固情况，操作机构是否灵活，各保护装置的动作是否可靠，刹车系统是否完好，发现问题不得带病运行并立即报告，不符合要求时严禁提升。
2、上提、下放车辆必须使用保护绳，使用专用插销，插销与矿车连接必须闭锁。矿车联接装置、链环、插销等在使用前和使用后每年必须做不低于二倍最大提升重量的静载试验。
3、提升信号的设置，必须声光齐全，通讯设备可靠。遇故障，立即报告检修。提升信号规定：一停、二上、三下、四慢上、五慢下，突发事故打乱铃。
4、严格执行“行人不行车，行车不行人、不作业”的规定。
5、上部车场的阻车器必须经常处于关闭状态，放车时方能打开。变坡点下方约大于一列车(约7米)的地方必须建立永久的牢固可靠的挡车栏,挡车栏必须与绞车提升联锁,即绞车提升钢丝绳受力时挡车栏打开,绞车钢丝绳不受力时挡车栏关闭；斜井中扒渣机以上约10米处应安设一组临时的牢固可靠的挡车栏，防止提升过程跑车，保护下方人员和设备安全。
6、收到的信号不明确时，不得发送开车信号，应用电话或其它方式查明原因，并且废除本次信号，重新发送。
7、发出信号后，发现矿车的运行方向与所发信号规定的方向不一致时，应立即发出停车信号，待查明原因后，再重新发出信号。
8、对检查出不合格的连接装置必须送出井，消除隐患，绝不允许使用非专用插销代替正规插销提升、下放车辆。
9、每班上班前必须对地滚、轨道线路、巷道环境、阻车器及挡车栏等进行详细检查，确认巷道、轨道等各种安全装置没有问题后，方准提升。
10、运送材料时必须认真检查运输的设备或材料的装载情况，必须捆绑固定牢靠，重心稳定，否则不准提升。
11、运送超重、超高、超长、超宽的设备、材料等物件，必须有安全提升措施，并严格按照措施规定进行操作。
12、待车停稳后，方可摘挂钩，严禁车未停稳就摘挂钩，严禁蹬车摘挂钩。
13、每次挂钩完毕，必须对车辆各部位、绳头、连接装置等再详细检查一遍，确保完好正确、牢固可靠，然后了望车辆运行方向有无障碍和隐患，确认安全后（上车场打开挡车栏），进入躲避硐或安全地带，方准发出开车指令。
14、发现影响安全提升的障碍物，必须排出，在排除前严禁提升。
15、摘挂操作时、人力推车时必须严格防止车辆自动滑行，必须使用木棒、木楔支垫。
16、绞车正常停车后，应将控制器手把放在停车位置（零位），常用闸拉在抱闸位置。若长时间停车或司机离开操作台时，必须关闭电源，开关手把处于中间位置并锁死；
17、矿车下放到位及装矸期间，司机不得离开司机台；司机停车后应经常检查绞车各部件情况，发现问题及时处理，处理不了的及时汇报；下班时，钢丝绳必须緾绕在滚筒上，绝不允许矿车吊在斜坡上下班。
18、必须按规定设置“一坡三挡”并保证正常使用。
十、安全揭煤
由于回风斜井将在+1320m总回风石门施工中揭煤，即从15号煤层底板穿越15号煤层至14号煤层底板，所以，为保证整个揭煤过程施工安全，应严格按照《煤矿安全规程》及“防突细则”的有关规定，编制专门揭煤设计，采取综合防治突出措施，报矿总工程师审批和上级主管部门备案。
1、当回风斜井掘完第一段（250坡度段）并进入+1320m总回风石门内50米时，应停止碛头施工，至少打2个前探钻孔，钻孔必须打穿至14号煤层顶板2米外，以便准确地掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯压力情况等。
2、在工作面距15号煤层法线距离5米以外，至少打2个穿透15号煤层全厚的钻孔，测定煤层瓦斯压力和煤层突出危险性。
3、在布置揭煤炮眼工作前，必须有控制工作面与15号煤层之间岩柱尺寸的措施，并保证工作面距煤层法线距离最小值不得小于1.5米。
4、当预测为突出危险工作面时，必须采取“四位一体”的综合防治措施，只有经检验措施有效后，方能远距离爆破或震动爆破揭穿煤层；若检验措施无效，应采取补充防治突出措施直至有效；当预测为无突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接远距离爆破或震动爆破揭穿煤层。
5、在具体的揭煤工作前，矿上必须组织专门技术人员编制揭煤安全技术措施，并严格按批复后的“回风斜井揭煤措施”组织施工。
十一、施工安全措施
1、凡下井人员，必须佩戴安全帽、防爆矿灯、穿棉质劳保服及统靴。严禁携带烟草、点火物品下井，严禁酒后下井。井口20m范围内严禁烟火，井口设专职检身员对入井人员进行安全检查，闲杂人员严禁入内。
2、凡入井工作人员必须经安全培训，熟悉入井安全规定、熟悉《作业规程》方可下井作业，未经安全培训学习和非工作人员严禁入井。
3、严禁任何人搭乘箕斗或矿车入井。
4、井下所有的机电设备必须防爆，“三大保护”完整有效。并有专职人员定期或不定期对设备进行失爆检查，做到“三无、四有”，确保用电安全。
5、风、水钢管和钢轨运输前，必须由专人负责指挥工作，并采取有效捆绑措施，防碰、防滑、防翻车。
6、各班工作前和放炮后，必须加强“敲帮问顶”工作。
7、工作面打眼时，严禁在残眼内凿眼或利用残眼装药放炮。当工作面出现软弱岩层、地质构造等异常情况时，必须及时通知调度室或值班领导，并派专业技术人员到现场确定支护形式。
8、耙岩机操作时，空绳不要太松，回耙斗重绳更不能松，也不可同时拉紧两个操作手柄，以防耙斗腾空。
9、耙岩机距碛头距离宜为15m-35m。每次放炮前先将耙斗拉到耙岩机撮箕口前，且耙岩机的防滑装置应卡紧，电机、电缆、开关应采取有效遮护。
10、耙斗装岩机工作时，耙斗运行期间，严禁人员在耙斗运行区域行走或工作。耙岩机矸槽边的所有插孔，必须用钢钎设防身栏，防止耙岩机的钢绳弹出伤人。为确保碛头打眼和挂眼人员安全，耙岩机的耙斗尾轮固定位置距碛头不得小于6m。
11、耙岩机工作完毕，应将两个手把放在松闸位置，并取下把手,同时切断电动机电源。
12、斜井耙岩机应采用不小于ф32mm锚桩和ф15.5mm钢绳进行固定，且每次固定的锚桩不少于4根,钢绳不少于2根;锚桩伸入基岩的长度不小于1.5m。
13、斜井轨道应严格按照《轨道上山防滑措施布置图》设置防滑装置；移耙岩机必须按《移耙岩机安全技术措施》进行操作，并组织班组人员学习。
14、绞车房、信号房与耙岩机后面的声光信号必须完好。斜坡提升必须严格执行“一坡三挡”，提升信号一律采用“一停、二上、三下、四慢上、五慢下”的规定。信号发送由专人负责，若信号不清，绞车司机有权拒绝启动绞车。
15、绞车司机每班工作前，必须认真检查提升钢绳质量，若发现钢绳在一个念距内的断丝面积超过钢丝总断面积10％时，应立即向调度室汇报，并由调度室安排人员切断不合格段重新联接或更换新钢绳。绞车司机工作时，必须精力充沛，思想集中，随时注意绞车运行情况。
16、在距耙岩机尾部10m左右和井口变坡点下7米的位置，分别设一道移动式和一道固定式挡车拦，并分别由耙斗司机和井口信号工负责操作。固定式挡车拦的看守人员，必须进入躲身硐内；移动式挡车拦的看守人员，应在耙岩机尾端靠墙站立。在井口变坡点外2m处设一阻车器，平时必须处于常闭状态，防止矿车滑入斜井。
17、根据《煤矿安全规程》第四十六条规定：斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐一个。为了确保安全施工，便于每次移耙斗时刚好处于躲避硐附近（硐内好存放各种开关等），经我矿组织研究，决定每30m间距（斜长）在井筒一侧设躲身硐一个。
18、挂钩工挂矿车时，必须挂好牵引钢绳和保险绳，并使用专用插销和三连环钩，并经检查无误后，信号工方可按规定发送声光信号。硐外必须设多盏防爆照明灯，确保良好的视线。
19、斜坡提升时，必须坚持“行人不行车，行车不行人、不作业”的原则。若人员在行走时，发现绞车牵引矿车或箕斗，应立即快步进入就近的躲身硐内，等绞车停止运行后方可继续行走。JTK1.2型矿用绞车，配用不小于Φ18mm钢丝绳，一次提升矿车最多不超过2个。
20、斜坡提升时，严禁人员爬、蹬、跳矿车或箕斗。
21、放炮母线必须临时铺设并悬挂在无电缆侧的巷道帮上。工作面每次起爆后，放炮母线起爆端的两根铜线必须扭结，同时放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带。放炮母线前端接头距碛头保持30m间距，采用Φ0.2mm塑料包皮铁线联接，一端接电雷管脚线，另一端接放炮母线，不得有明接头。
22、雷管运送入井前，应装入木箱，并配备铁锁锁好。入井运送时，必须由放炮员亲自押送且不得中途停留。雷管由放炮员押送，严禁搭在矿车内运输。
23、矿车运送炸药入井时，必须事先通知绞车司机和井上、下把钩工，且装车高度不得超过矿车高度；严禁在交接班和人员上下井时间运送炸药；炸药入井后必须装箱上锁。
24、放炮员制作和存放引药的位置，应选在顶板完好且无电缆和电气设备的硐室内。
25、放炮安全距离直巷为200m，转弯巷道为150m；每次放炮前所有施工人员必须撤到安全距离外的安全地点躲避，并由班长安排专人在通往爆破点的所有通道口设置警戒，同时详细清点人数，经放炮员复查无误后，方可起爆。
26、井下放炮必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。
27、工作面爆破后，在排矸过程中，若发现残管、残药应及时交放炮员统一保管出井退库；若有瞎炮必须在距瞎炮0.3m处平行打眼，另行装药引爆。
28、加强火工产品管理，各班放炮员必须坚持炸药、雷管领退制度，禁止私自存放，防止炸药、雷管流失。
29、炮眼封泥长度，周边眼不小于300mm，其它炮眼不小于500mm。
30、井下爆破必须严格遵照《煤矿安全规程》第315～342条中的有关规定执行。
31、瓦检员必须坚守工作岗位，严禁“空班、漏检、假检”瓦斯。瓦斯检查后应在牌板上准确填写瓦斯数据，并认真填写瓦斯日报表交矿长、总工审核。各班值班队长必须随身携带数显瓦检仪，随时检查工作面瓦斯情况。
32、工作面瓦斯浓度达到1％时，禁止爆破。机电设备及开关附近20m内风流中，瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，及时处理。巷道内体积达到0.5m3的空间积聚瓦斯浓度达到2％时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5％时，必须停止工作撤出人员。
33、局扇停止或起动由通风工负责，其它人员严禁随意开停。
34、井下风筒应悬挂平直，接头卷边符合要求，若有破缝和孔洞立即修补，防止漏风导致工作面风量不足。
35、风筒口距碛头距离不超过5m，由于风筒离工作面近，为防止爆破飞石损坏，必须采取措施进行有效保护。
36、局扇一律不准停风，若因故障检修或停电时，必须撤出硐内人员，切断电源。局部通风机因固运转，在恢复通风前，必须检查瓦斯，只有当局扇及开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度小于0.5％时，且停风区内瓦斯浓度不超过1.0％和二氧化碳浓度不超过1.5％时，方可由通风工启动局扇通风，否则，必须采取措施控制风流进行瓦斯排放，当停风区中瓦斯和二氧化碳浓度超过3％时，排放措施必须报总工程师批准。更换和拆接风筒时严禁停风。
37、所有的电缆接头必须采用防爆接线盒联接，井下线缆应做到“三无”、“四有”。
38、机电设备检修时必须切断电源，并悬挂“正在检修，禁止启动”字样的警示牌；严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。
39、井下线缆应吊挂整齐并遵照《煤矿安全规程》第四百六十九条规定执行，井下电气设备操作应遵照《煤矿安全规程》第四百四十六条规定进行。
40、入井轨道、金属管线必须设置不少于两处绝缘段，接地装置的接地电阻不大于相关规范要求。
41、掘进工作面的通风局扇，应布置风电闭锁装置。在掘进工作面和回风巷各安装一台瓦斯自动报警仪。
42、在掘进巷道时，为了防尘，每隔50m在主管上分出一支管，管径为Φ25胶管，胶管端头安装鸭嘴喷雾器一个，每次放炮后必须采取喷雾降尘。
43、凡井下特殊工种，一律持证上岗。
44、井筒进入含水层前，严格按“探放水措施”进行操作。
45、回风斜井进行揭煤前，按矿方另行编制的《回风斜井揭煤措施》进行施工。
46、回风斜井施工期间矿井灾害预防和处理，按《雷公山煤矿灾害预防和处理计划》执行。
47、本作业规程未尽之处，将及时补充措施并按严格按《煤矿安全规程》、操作规程及补充技术措施等相关条款执行。
48、根据现场施工情况，逐步完善各项安全技术措施，切实抓好安全生产。
十二、通风
井巷工程通风主要目标是排炮烟或瓦斯、保障工作人员用风及降低粉尘浓度等。故需采取增大风量、提高风速（＜最大允许风速）、洒水防尘等措施。
1、风量计算
1.1排炮烟所需风量
Q压=7.8[A(SL)2]1/3/t
Q压：压入式通风排烟风量 m3/min
t：通风排烟时间 取t=30min
A:工作面一次循环起爆药量 A=20.1kg
S:掘进断面 取S=14.1m2
L:稀释炮烟所需的巷道长度
L=400(A/S)0.5=400×(20.1÷14.1)0.5=477.6m
Q压=7.8[20.1×(14.1×477.6)2]1/3/30=252.0m3 /min
1.2井下工作人员需风量
Q=4N，N为井下最大工作人数
取N=20人 则Q=4×20=80m3/min
1.3风速要求的供风量
0.15m/S≤V≤4 m/S Q=60VS
0.15×60×14.1≤Q≤4×60×14.1
126.9 m3/min≤Q≤3384m3/min
2、通风设施选取
2.1压入式通风供风量
因回风斜井局部通风机安装于井口10米外的地面，局扇的供风量不需考虑。
2.2风机选型
2.1.1 选型依据
1、回风斜井正常生产时巷掘进最大送风距离为679.3m，掘进断面积为14.1m2。
2、根据上述风量计算的结果，回风斜井掘进工作面稀释瓦斯需风量，同时工作最多人数需风量、稀释炮烟需风量和满足巷道最低排尘风速风量计算的最大值为252.0m3 /min。
2.1.2风筒的选择
根据以往经验，回风斜井掘进选用阻燃、抗静电胶质风筒，根椐掘进巷道相关参数选定风筒直径Φ＝600mm。
2.1.3局部通风机工作风量
Qa＝PqQh
式中：Qa——局部通风机工作风量；
Pq——漏风系数，查表取1.2；
Qh——掘进工作面需风量，m3/s。
Qa＝252.0m3 /min×1.2＝302.4 m3 /min=5.0m3/s
2.1.4局部通风机工作风压
hft＝L×Rp×Qa2
式中：hft——局部通风机全风压，Pa；
L——掘进巷道长度，m；
Rp——压入式通风百米风筒的风阻，N·s2/m8。根据重庆研究所和开滦等矿实测的风筒百米风阻结果，φ600mm胶质风筒百米风阻值为24N·s2/m8。
hft＝679.3×24×5.02/100＝4183(Pa)
2.1.5确定局部通风机类型
回风斜井掘进工作面采用压入式通风。根椐以上计算结果选用选用BFD№--5.6/2×11型对旋轴流式局部通风机2 台，一台工作，一台备用，其供风量为230～350m3/min，最大负压4200Pa，能满足回风斜井施工需要。
3、通风系统
通风机采用“三专两闭锁”安全措施，即风机用专用变压器、专用开关、专用电缆；风电及瓦斯电闭锁。采用BFD№--5.6/2×11型轴流式风机进行压入式通风，。通风系统具体布置详见下图。
通风系统示意图
4、设施要求
4.1在井口10米之外安装两台BFD№--5.6/2×11型轴流式风机，采用φ600的软风筒，悬挂于巷道非行人一侧拱肩处。
4.2井口风机安装在距井口不小于10m，空气流通较好，不致吸入井内排出污风的地方，且用金属构架或木垛将风机垫高至不小于1.0m。
4.3风筒采用拉链联结或搭接，要求吊挂平、直、稳，逢环必挂。
4.4风筒随时保持完好，无漏风现象，发现破口、小洞，应及时修补。
4.5设专人负责通风作业，随时保证工作面有足够的新鲜风量，风速不小于0.15m/s，不大于4.0m/s。
4.6不得随意关停风机，因停电、检修等停风且时间超过15min时，应撤出井内全部人员，待恢复正常供风并经瓦斯检测合格后方可重入井安排施工作业。
黔西县雷公山煤矿
2009年6月15日
