皂塘煤矿216轨道下山掘进作业规程
轨道下山作业规程
第一章概况第一节概述工程名称一采区运输下山掘进巷道位置+972.3水平，运输大巷往里425开口，方位1400 ，沿煤层掘进，全长约490米。
巷道用途运输、通风、行人。
巷道设计长度490m巷道坡度激光定向指向施工，沿煤层顶板掘进。
服务年限永久开工时间开工时间为2012年7月6日竣工时间预计竣工时间为2013年3月6日附图巷道布置平面、剖面图第二节编写的依据2010年9月由贵州省工学院采矿工程科技咨询服务公司的鉴定永鑫煤矿为低瓦斯矿井。
2008年4月由贵州省煤田地质局实验室做的永鑫煤矿C2煤层自燃及爆炸性鉴定，结束为无爆炸性，自燃倾向性为二类自燃。
2010版《煤矿安全规程》2012年永鑫煤矿实测的相关图纸。
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水平名称皮带运输巷采区名称一采区地面标高1204~1171m 井下标高972.3m 地面相对位置及建筑物无村子、古建筑及坟墓等。
井下相对位置对掘进巷道的影响本工程往右边布置有回风下山，左边布置有回风下山，三条巷道均布置在C2煤层中，同一个方位同时向前掘进。
与运输下山平行相距25米，与回风下山平行相距25米。
邻近采区开采情况本采区为一采区，工作面周边未进行开采第二节煤层赋存特征一、煤层以风斜井口以西474.5m为界，煤层走向北东，向南东倾斜，平均倾角为19º，倾向西南，平均倾角为23 º。
煤层平均厚度为1.38m，煤层结构简单，为黑色半暗——半亮型，呈粉末状构造煤，不稳定。
局部有透镜状夹矸厚度大于等于0.2米。
煤层顶底板均为灰岩，稳定性好。
二、瓦斯等级：根据2010年贵州贵州工学院采矿工程科技咨询服务公司提供的《永鑫煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》，本矿绝对瓦斯涌出量为0.21m3/min。
本矿区C2煤层自燃倾向性属二类，自燃煤层，且无煤尘爆炸性。
三、煤与瓦斯突出我矿于2010年9月委托贵州工学院采矿工程科技咨询服务公司鉴定结论为低瓦斯矿井本井田属地温正常区，无热害影响。
采石场采掘作业安全规程
采石场开挖安全规程为了加强采石场边坡的安全生产管理，消除存在和潜在的事故隐患，确保人员和设备的安全，促进采石场生产的顺利进行，根据《金属非金属露天矿山安全规程》(GBl6423-1996)和《爆破安全规程》(GB6722-2003)的规定，特制定本规程。
l、(1)安全科科长负责安全生产管理。
(2)采石工具主体负责矿区的挖掘工作。
(3)采矿工程师负责矿区的爆破和减震。
(4)安全员负责日常监督检查并做好记录。
2、(1)严格按规定进行采场开采。
开采台阶小于6m、台段边坡角75°、采场最终台段坡面角60°、采场最终边坡角不大于55°。
(2)在坡度大于45°的坡面上凿岩、爆破、操作员移除浮石，必须配戴安全帽，系安全带或安全绳。
(3)发现台阶坡面上有浮石塌落危险时，不允许使用叉车在工作面上拾取和挖掘浮石和伞岩，应将铲车后移，待采取措施排除后方可继续作业。
3、(1)机械铲装时，应确保最终采矿区边坡的稳定性，合并段数不超过3个。
(2)临近最终边坡的采掘作业，必须按设计确定的宽度预留安全、运输平台。
要保持阶段的坡面角，不得超挖破底。
局部边坡发生坍塌时，应及时报告车间领导。
每个阶段采掘结束，平台上的松散岩土和边坡上的浮石应及时清理。
(3)在最终边坡附近放炮，必须采取控制爆破和减震措施。
严禁采用大爆破。
(4)对运输和行人的非工作帮，应定期进行安全和稳定性检查，发现坍塌或滑落征兆，必须及时采取安全措旋。
4、(1)暴雨、大雪过后，应在矿区进行安全检查。
(2)每月检查一次采场工作坡度，高陡边帮每周检查一次。
(3)对边坡关键部位和潜在滑坡危险地段进行加固。
并安装危险警示标志。
(4)安全部组织人员对边坡进行定点定期观测。
(5)安全员做好检查记录。
发现边坡安全隐患，应及时发布“安全隐患整改通知单”。
并对整改情况进行监督检查。
(6) 安全部门定期组织员工进行边坡安全生产培训。
xx煤业有限公司皮带下山、轨道下山掘进作业规程
山西xx煤业有限公司皮带下山、轨道下山掘进作业规程二〇〇八年四月十九日第一章概况一、巷道位置、用途及服务年限（附平面位置图）我矿皮带下山、轨道下山位于矿井中部，皮带下山用于南翼原煤运输、进风，轨道下山用于材料运输、回风，两条巷道平行布置，中间开掘专用行人巷；轨道下山设计总长度1692m（现已掘1596m），皮带下山设计总长度为1698m（现已掘1602m），服务年限2年。
图1 平面位置图.二、地质及水文情况工作面煤层厚2—2.4m，夹矸厚8—20cm，煤层倾角00—100，平均倾角50，煤体容量1.4T/m3，煤层硬度1.5。
工作面煤层赋存状态为一单斜构造，煤层走向为北东向，倾向为北西向，煤层构造简单，有少数小断层。
工作面顶板有淋水,局部以裂缝出水,日涌水量1000m3。
瓦斯、二氧化碳涌出量小，绝对瓦斯涌出量为0.2m3/分，煤尘具有爆炸性，煤层自燃倾向性为不易自燃。
图2 地质柱状图第二章施工程序一、施工方法轨道下山、皮带下山同时施工，施工方位为磁方位1850,掘进96m后开掘联络巷，勾成系统。
施工中，均采用煤电钻打眼、爆破落煤、人工大铲装煤、刮板输送机运输，沿煤层底板掘进，一次成巷的施工方法。
掘进过程中，因地质条件或其它因素影响，临时调整作业，确保作业安全、有序。
二、施工程序1、落煤方式选用MZ—12A型手持煤电钻打眼，选用三级煤矿许用硝铵炸药(或乳化炸药)，毫秒电雷管1—5段，MFB—100型发爆器，工作面采用反向爆破，全断面一次起爆。
2、炮眼布置炮眼布置必须有利于保持顶帮层面的完整性，确保巷道断面符合设计要求，由于煤层易发生片帮，两帮底眼间距一般控制在3.2m内。
图3 炮眼布置图爆破说明书3、装煤与运输方式采用人工大铲装煤，刮板输送机运输。
4、支护方式及质量要求（1）净断面规格：上净宽2.6m，下净宽3.2m，净高2m。
图4 支护断面图（2）工作面支护采用梯形木棚支护，亲口接合，松木（湿）直径不小于10cm，棚距1m。
掘进作业规程
掘进作业规程-第一章工程概况第一节概述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为9101回风巷。
二、掘进目的及用途掘进目的是为了形成9101回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的回风、行人及管线敷设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限1、巷道设计长度：485.2m。
2、服务年限：6个月。
四、预计开竣工时间预计开工时间为2010年5月10日，竣工时间为2010年10月10日。
第二节编写依据《初步设计》说明书，批准时间为2006年2月。
《安全专篇》说明书，批准时间为2006年2月《9101回风槽平、剖、断面图》，批准日期：2010年4月。
《2010版煤矿安全规程》，煤炭工业出版社2010年第一版。
《煤矿作业规程编制指南》，煤炭工业出版社2005年9月第一版。
《龙贵煤矿各工种技术操作规程》。
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井上下对照关系表（附表1）水平-1280m工程名称9101上顺槽地面标高+1280m～+1240m井下标高-1030m～- 1090m地面的相对位置位于井田西南部牧场井下位置及四邻采掘情况该工作面上部为8101回采工作面，东以9#层轨道下山为界，南部为未采实体煤。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响相邻为未开拓的采区，施工中主要受静压力影响。
第二节煤层赋存特征一、煤层赋存特征根据附近钻孔揭露情况，9-2煤层赋存条件较好，煤厚在0.96m～ 3.40m，均厚1.67m。
均为可采煤层。
顶板岩性为黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩，底板为灰黑色泥岩或粘土岩，距下部9-3煤层0.05～ 1.74 m，平均间距0.86 m。
9-2煤层赋存于山西组第一岩段中部。
煤层产状：总体由西向东有增厚之势，煤层局部有变薄现象，厚度变化较稳定。
煤层赋存及煤质指标(附表2)煤层名称9-2煤煤岩类别半亮型厚度（m）平均1.67煤尘爆炸性有煤尘爆炸危险性煤层结构简单煤的自燃易自燃发火煤层倾角0～6°地温无异常品种焦煤地压中等容重1.45t/m3瓦斯工作面相对瓦斯涌出量为2.67m3/t硬度（f）1.45煤层顶底板情况（附表3）顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶砂质泥岩87.04灰至深灰色，较至密，砂泥质直接顶炭质泥岩4.8灰黑至黑色、易碎伪顶泥岩0.05灰黑色，含炭量较高，易碎易风化直接底泥岩0.05灰色、灰黑色、钙质胶结、局部有硅质结核，质软老底灰岩3.94深灰色，较坚硬9101上顺槽综合柱状图见附图1二、煤层瓦斯及自燃根据该矿井地质报告，该矿井属低瓦斯矿井。
2024年煤矿生产技术部工作计划（二篇）
2024年煤矿生产技术部工作计划____年，生产技术部将继续在矿领导的带领下,紧紧围绕安全生产这个中心，以引领、指导、服务井下为重点，积极履行职责，强化内部管理，认真落实____公司总经理____年工作报告中的挖内勤、练内功、促效益工作精神，促进我部门在全年的工作再上一个新台阶而不懈奋斗！一、____年奋斗目标1、认真____和学习湘煤集团、黑金时代股份有限公司和白山坪矿业有限公司有关文件精神。
2、积极协助生产连队搞好技术工作，确保全矿完成生产生产计划（原煤____万吨、掘进巷道____米）。
具体安排如下：回采工作面安排：____年度：采区为206、216采区，开采回采工作面为：2065A工作面、2065南工作面、2163工作面。
掘进工作面安排：____年度：采区216、376采区，掘进工作面为：216（-220m）轨道下山延深至-300m主石门岩巷工作面（____米），376深部下山（71），37618岩巷工作面（____米），376-300m南大巷（____米）。
可根据矿井生产实际情况调整岩巷进尺。
3、质量标准化工作常抓不懈。
____年我部门在质量标准化建设上虽然取得了一定的成绩，但是这离龙塘煤矿的要求还有差距。
____年，我们决定再加强质量标准化建设力度，围绕矿井安全生产是在质量标准化的基础上加大检查力度，为迎接集团公司质量标准化检查及安全型矿井建设打下坚实可靠的基础。
二、全年工作计划1、强化内部管理，实现工作创新。
一时认真落实各项工作管理制度，以制度管人，以体系管人。
力争做到人人按制度办事，从而进一步增强我部门技术人员的工作责任感。
而是进一步明确工作职责，按照各自的分工，严格工作质量考核，使每项工作有计划、有安排、有督促、有落实，保证按时、按质、按量完成各项工作任务。
2、重点搞好作业规程及安全措施的编写、制定工作。
所编制的作业规程及安全措施要符合生产实际。
同时，要抓好所有作业规程及安全技术措施的____、学习、考试等各项工作，并且做好现场检查落实，严把现场工程质量关。
掘进作业规程考试题
+250m扩大区南顺槽上二巷作业规程考试题单位：姓名：成绩：一、填空题（每题 3 分）1. 安全生产方针是、、。
2. 矿井的主要灾害有、、、、。
3. 煤矿“三大规程”是、、。
4. +250m 扩大区南顺槽上二巷沿煤层施工，不破坏老顶，以老顶作为巷道顶板；当不破坏老顶巷道净高达不到 2 米时必须进行卧底保证巷道高度。
始终保持巷道底板距煤层底板0.4 米。
5. 巷道断面为矩形工作面严禁空顶作业，靠近掘进工作面20 米内的支护和设备须加固和掩护。
6. 巷道使用轨道架棚支护，棚梁长 2 米，棚梁间距0.8 米。
7. 刮板输送机、风筒、水管等布置在下帮，缆线等布置在上帮，固定在棚腿上瓦斯监测线在上，距电缆相距不小于0.15 米，电缆距底板高度不低于1.5 米，悬挂平直，悬挂间距 1 米。
8. 棚子前倾后仰不超过0.03 米, 棚梁垂直巷道± 0.03 米，棚梁两端距两帮相距不超过0.15 米并用木楔楔紧，抽肩不超过0.03 米，顶板穿料距梁端0.3 米, 两帮穿料距梁腿上端0.2 米；永久支护距工作面不大于0.8 米。
9. 绞车道严格执行‘一声停' ‘二声提'、‘三声下放'、‘四声问'、‘故障为乱钟'的统一信号规定，绞车道严格执行“ 开车不行人，行人不开车”，“红灯亮时严禁行人”。
刮板输送机机头机尾安设电铃其信号规定一声停、二声开、三声反开、四声问、故障为乱钟。
10. 无封泥或封泥不足不实的炮眼严禁爆破，爆破警戒位置安设在距爆破点100 米以外安全地点，爆破结束后由爆破员亲自撤出警戒。
11. 井下各工种人员进入工作地点时必须严格执行制度，发现活矸、危矸必须严格执行、、的原则。
12. 采用爆破方法处理拒爆时，必须在距拒爆炮眼0.3 米以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆，在拒爆完毕以前严禁在该地点进行与处理拒爆的工作。
爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
开拓轨道下山作业规程
开拓轨道下山作业规程第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进巷道为开拓轨道下山、联络巷巷道。
二、掘进目的及用途该巷道为2203工作面的准备巷道，为满足2203工作面生产的通风、行人、运输和管路敷设等需要。
三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：176m。
联络贯眼：每60米贯通一个联络贯眼，中至中24米，3个，计72m；工程量共计248米，服务年限：2年。
四、预计开、竣工时间根据矿部安全生产会议研究决定：本掘进工作面自2012年5月下旬开工，预计2012年7月上旬竣工。
第二节编写依据一、设计说明书及批准时间设计说明书名称为《矿井兼并重组整合项目初步设计》。
批准时间为2010年3月份。
二、地质说明书名称及批准时间地质说明书名称为《开拓胶带、轨道、回风大巷地质说明书》。
批准时间为2011年9月28日。
三、其他技术规范《煤矿安全规程》、《矿山井巷施工及验收规程》、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》第二章地面相对位置及地质情况第一节地面地下相对位置待掘巷道地面相对位于我矿主井工业广场西北山地下，工作面范围内地表为山体及少量农田,无民房及其他建筑物。
东北为矿界，西为一采区，南为二采区工作面。
第二节煤层的赋存特征一、煤层产状、厚度、结构坚固系数本区煤层为一走向北西、倾向东南，倾角10°左右的单斜构造。
产状稳定，煤层厚度变化不大。
2号煤为无烟煤，煤层全区为稳定可采煤层，整体上从东南到西北逐渐变厚。
最大厚度3.3m，最小厚度2.8m，平均厚度3.05m；煤层结构简单，含0-1层夹石，直接顶为泥岩及粉沙岩，开采过程中易冒落，老顶为深灰色细沙岩，坚硬；底板主要为黑色泥岩或粉沙岩。
后附图一：煤岩层综合柱状图二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数为该煤层绝对瓦斯涌出量为3.28m3/min，属低瓦斯；该煤层自燃倾向性为Ⅲ类，不易自燃，不存在自然发火；煤尘爆炸指数为0，无煤尘爆炸性。
第三节地质构造据钻孔资料本区没有发现落差较大的断层（指落差1 0 m以上的断层），也没发现岩浆侵入本地层。
2162煤仓掘进作业规程
编号：[2009]掘-42162煤仓掘进作业规程编制：织金县兴旺煤矿日期：2009年2月16日织金县兴旺煤矿2162煤仓掘进作业规程目录第一章概况 4 第二章地质说明书 5 第三章施工顺序及施工方法 6 第四章巷道规格及支护形式 7 第五章施工爆破组织 8 第六章循环组织及出勤 10 第七章主要生产系统 11 第八章通风瓦斯管理 13 第九章主要技术经济指标 14 第十章安全技术措施 15第一章概况一、编制依据1.作业规程依据贵州省人民政府《省人民政府关于毕节地区毕市等八（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》（黔府函[2007]105号）批准整合；贵州煤田地质局一七四队编制的《贵州省织金县兴旺煤矿资源储量核实报告》；贵州省国土资源厅《关于〈贵州省织金县兴旺煤矿资源储量核实报告〉矿产资源储量评审备案证明》黔国土资源储备字[2007]178号文件；贵州华源矿山设计有限公司编制的《织金兴旺煤矿(整合)开采方案设计》及贵州省煤炭管理局《关于对织金县兴旺煤矿（整合）开采方案设计的批复》（黔煤规字[2007]364号）；江苏省第一工业设计院有限责任公司编制的《织金县兴旺煤矿（整合）安全专篇》及贵州煤矿安全监察局水城监察分局《关于对织金县兴旺煤矿〈安全专篇〉的审查意见》（黔煤安监水字[2008]046号）。
2.《煤矿安全规程》。
3.《煤矿安全质量标准化标准》。
二、巷道的性质、用途及其相邻的关系2162煤仓为全岩巷道，掘进期间用于通风、运输、行人，生产期间用于储煤。
上为2162运输巷，下为西冀底板运输巷，其相邻关系详见平面位臵图及剖面图。
平面位臵图剖面图第二章地质说明书一、地质特征煤矿区属剥蚀、侵蚀作用为主的高山峡谷地貌形态，山脉走向主体为北东～南西向，龙谭组地层中北西～南东向的次风峰石发育，致使含煤地层沿走向高低起伏连绵不断。
矿区北西高，东南低，最高点大岩头海拔高为1850.7m，最低点矿区东南角(肖家寨)海拔标高1448.00m，高差402.7m。
一采区轨道下山补充工安全措施
贵州发耳煤业有限公司安全技术措施措施名称：一采区轨道下山补充安全技术措施编制人：技术负责人：区长：施工单位：掘进二区编制日期:会审单位及人员签字矿建室：年月日地测科：年月日通防科：年月日机电科：年月日调度室：年月日安监科：年月日副总工程师：年月日总工程师：年月日会审意见一采区轨道下山补充安全技术措施为尽快施工完成一采区皮带下山，完善矿井运输系统，根据公司领导研究决定，我工区将在一采区轨道下山开口施工轨胶联络巷至一采区皮带下山，然后施工一采区皮带下山。
为保证施工期间的安全，特制订本安全技术措施。
一、工程概况轨胶联络巷计长度为26.179m，自一采区轨道下山距转弯点49.019m处巷道左帮开口平巷施工，巷道与一采区轨道下山交角为45°。
二、巷道断面及支护形式（一）、巷道断面轨胶联络巷巷道断面为半圆拱形，断面尺寸及断面积如下：巷道净宽3200mm，净高3200mm， S净=9.14㎡。
详见附图：轨胶联络巷断面图。
（二）、支护方式巷道支护采用拱部锚网支护，拱部铺设Φ6.5钢筋网，网片规格为1500×1000mm，网格规格为150×100mm，网片用12#铁丝绑扎;锚杆布置间排距为800×800mm，锚杆规格为Φ20×2000mm等强度左旋无纵筋树脂锚杆，锚固强度不小于50KN。
开口10m段巷道，喷射强度不低于C20的混泥土，喷射厚度为80mm。
在顶板完整、无地质构造带的条件下放炮前迎头空顶距不超过800mm，放炮后不超过2600mm，具备支护条件时必须立即锚网支护至迎头。
放炮后找净浮矸、危岩，检查巷道毛断面尺寸，再进行锚网支护且锚网支护紧跟迎头。
三、施工方法巷道掘进采用全断面一次爆破成巷的施工方法，出矸采用P-60B （A）耙斗装岩机配合1.5T固定式矿车出矸。
主要工序为打眼爆破、前探梁临时支护、锚网支护、出矸。
四、压风、供水系统压风系统：地面压风机房→1#副斜井→+980m水平轨道运输石门→+980m水平轨道运输大巷→一采区轨道下山→轨胶联络巷→迎头。
东采区216-2 02掘进工作面作业规程
第一章概况一、巷道名称本《作业规程》掘进巷道为1770水平东采区216-202工作面进风巷、回风巷、开切眼。
二、掘进目的及用途掘进的目的是形成回采工作面生产系统、满足回采工作面的通风、运输、行人和管路、设备敷设等需要。
三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：进风巷460米；回风巷460米；开切眼130米。
工程量共计：1050m。
服务年限：12个月。
四、预计开、竣工时间经矿有关领导决定：本掘进工作面自2011年8月开工预计2011年12月竣工。
第二章地面相对位臵及地质情况第一节：地面相对位臵该掘进工作面巷道地面相对位于高家村后山大山顶。
地面标高＋1970―＋2060m。
该掘进工作面巷道井下位于我二号井东翼，东为河床保护煤柱界；西为16-2煤皮带上山；南为村庄保护煤柱界；北为尚未开采的部分。
第二节：煤岩层的赋存特征一、煤层产状、厚度、结构和层间距：本采区煤层产状稳定，煤层厚度变化不大，走向为东西向，倾向为南北向，倾角8°－9°。
16-2煤为一个结构复杂的煤层。
综合平均厚度2.20米，其中：煤厚1.76米，占80%，夹矸厚0.44米，占20%；综合结构0.30（0.07）0.43（0.10）0.49（0.27）0.54米。
煤层属半光亮-半暗淡型煤，宽条带状构造，含黄铁矿结核。
夹矸均系粉砂质粘土岩-泥质粉砂岩类，不甚稳定。
16-2煤层顶板：岩层为褐灰色泥质粉砂岩，不显层理，中部夹0.05米碳质页岩，含化石碎片。
16-2煤层底板：顶部0.4米浅灰色粘土岩，其下为中层状粉砂岩，水平层理，中间夹煤线两条和碳质页岩一条，碳质页岩细腻，贝状断口，全矿区稳定，厚0.1米，定为标志层。
附图1：煤层综合柱状图（1：200）二、煤层瓦斯涌出量：该煤层瓦斯相对涌出量为7.271m3/min，属低瓦斯矿井。
第三节：地质构造根据216-201工作面揭露的情况，在216-202工作面内有一条走向为东西73°，落差3.5米、东西45°，落差1.5米°正断层两条。
皂塘煤矿226采区-170一石门六煤回风上山掘进作业规程
皂塘煤矿226采区-170米水平一石门六煤回风上山施工作业方案兴田煤业公司2013年10月20日会审签名目录第一章概述一、编制作业规程依据二、巷道位置与邻区关系三、地质情况。
第二章施工工艺一、施工顺序二、施工工艺三、支架说明书四、质量要求及质量验收制度五、掘进中提高煤质的措施第三章劳动组织一、劳动组织二、掘进设备工具配备第四章辅助工作一、供电系统二、通风三、运输四、高压风水五、排水六、通讯第五章主要技术经济指标第一章：概述一、编制作业规程依据本作业规程编制主要依据皂塘煤矿226采区-170水平通风要求编制而成的。
二、巷道位置与邻区的关系该工作面地表系高山，区内无农田、民房、水利设施和其他建筑物。
该回风上山预计倾斜长度60米。
三、地质情况1、煤层该煤层为6煤，平均煤厚4米，煤层倾角16度。
煤层厚度变化大，一般在0～8米之间，平均煤厚4米，常出现1~2层细砂岩夹矸，煤层稳定程度极不稳定。
2、水文地质该工作面区域内无大的含水地层，水文地质条件简单，有采空区积水，煤层顶板可能含有少量渗水，因此在掘进过程时必须坚持“有疑必探,先探后掘”的原则。
3、瓦斯、煤尘本矿井为低沼矿井,无煤与瓦斯突出、无煤层自燃、煤尘爆炸危险。
第二章:施工工艺一、施工顺序回风上山沿煤层底板抬高1.4米的装车高度以煤层的坡度掘上山至-155米标高与2261运输巷贯通，而后掘至-104米水平，形成负压通风。
二、施工工艺巷道掘进施工工艺主要包括破煤、支护、装运、清理等。
1、破煤：工作面掘进采用手镐破煤方法掘进。
2、装运：掘进工作面手稿破煤后，煤进入回风上山的搪瓷溜槽自溜至斗口，从斗口装车运出。
3、支护与成巷方法：采用边掘边支护、一次成巷的施工方法，采用架梯形木棚支护巷道，抬边栌进行加强支护。
4、清理：掘进过程中将巷道的浮煤、杂物及时清理干净，保持巷道高大、畅通。
5、巷道服务年限：该巷道设计服务年限为三年。
三、支护说明书（一）巷道设计规格及巷道断面图1、巷道设计规格：1.8/2.4*2.02、巷道断面图（二）巷道特征表四、质量要求及质量验收制度1、巷道严格按中腰线进行施工。
己一采区轨道下山作业规程新的
PMJT―CCKSJ―KT―10―01 （平煤集团朝川矿三井二水平开拓一队2010年第2个开工巷道）平煤集团公司朝川矿三井二水平井巷施工作业规程巷道名称：己一采区轨道下山编制单位：开拓一队技术主管：宋伟强施工队长：林家美编制日期：2010年7月3日目录审批签字及审批意见--------------------------------------------------------------1第一章工程概况--------------------------------------------------------------3第二章地质情况概述--------------------------------------------------------4第三章巷道支护说明书-----------------------------------------------------5第一节巷道压力情况及支护选型-----------------------------------5第二节巷道支护及各种管线设备布置图-------------------------5第三节巷道特征及每米巷道消耗表-------------------------------7第四章施工方法及工作组织----------------------------------------9第一节施工方法-------------------------------------------------------9第二节作业循环图表------ ---------------------------------------10第三节爆破说明书- ---------------------------------14第四节劳动组织图表-------------------------------------------14第五节主要技术经济指标-------------------------------------------15第五章局部通风系统--------------------------------------------------------16第一节通风系统-------------------------------------------------------16第二节通风路线说明-------------------------------------------------16第三节风量计算-------------------------------------------------------17第六章机电运输系统及管理----------------------------------------------------20第一节供电系统简述----------------------------------------------------20第二节运输系统----------------------------------------------------------21第三节机电运输管理----------------------------------------------------22 第七章其它辅助系统--------------------------------------------------------33第八章质量及文明生产标准------------------------------------------------34第一节质量标准及要求----------------------------------------------34第二节文明施工标准及要求----------------------------------------35第九章安全技术措施-------------------------------------------------------36第十章安全监测系统及管理---------------------------------------------46第十一章各种安全及管理制度------------------------------------------48第十二章避灾路线----------------------------------------------------------52第一章工程概况第二章地质情况概述第三章巷道支护说明书第一节巷道压力情况及支护选型计算一、巷道压力情况：围岩稳定，煤层顶板完整，巷道压力较为稳定。
掘进工作面作业规程
第一章工程概况一、工程名称：30采区专用回风巷。
二、工程用途：主要用于30采区通风。
三、工程服务年限：约30年。
四、工程位臵：位于北翼采区，巷道开口位臵在3004岩中巷与3003岩中巷交叉点向北 47 m处，先掘甩车场，然后掘进向上反掘30采区专用回风巷。
甩车场掘进长度35.7米，30采区专用回风巷长度355.7米，3001回风通道长度30.2米，3004回风通道长度28.9米，巷道坡度:3004回风通道与3001回风通道段为23°，长度195米，3001回风通道向上段为24°30′，长度160.7米，3001回风通道坡度为17°16′。
巷道标高为-542.5～ -400m。
（附图一巷道平面图）。
五、规格尺寸及支护结构：１、巷道形状：直墙半圆拱形。
2、30采区专用回风巷及甩车场规格尺寸及支护结构：规格尺寸：净宽净高＝34003000mm。
支护结构：锚网喷加锚索联合支护，锚杆间排距600600mm，每排13根。
锚杆长度2000mm，直径20mm，每根锚杆采用3块树脂药卷。
Φ4mm点焊网，网片规格：1500800mm，网孔8080mm。
锚索为Φ15.24×8000mm,间排距：1200×2000mm，每根锚索采用5块慢速树脂药卷。
混凝土喷厚100mm，混凝土标号C20。
3、信号硐室规格尺寸及支护结构：规格尺寸：净宽净高＝20002000mm，长度3m。
上山掘进时,每隔30m掘一钻场,兼做躲避硐,钻场净宽净高＝32002800mm, 长度3m。
支护结构：锚网喷支护，锚杆间排距700700mm，每排11根。
锚杆长度2000mm，直径20mm。
Φ4mm点焊网，网片规格：1500800mm，网孔8080mm。
混凝土喷厚100mm，混凝土标号C20。
4、水沟规格尺寸及支护结构：规格尺寸：净宽净高＝300300mm。
采用砼砌筑，壁厚100mm。
5 、台阶规格：长宽高＝500300150mm，采用料石、混凝土砌筑，砂浆抹面。
煤矿运输下山作业规程
郑宏鑫泰（新密）煤业有限公司掘进工作面作业规程编号：掘201202号工作面名称：皮带运输下山编制人：施工负责人：总工程师：主管矿长：批准日期：年月日执行日期：年月日目录一、工程概况••••••••••••••4第一节概述•••••••••••••• 4 第二节编写依据•••••••••••••4二、地质概况•••••••••••••••4一．地层（岩层）情况详见综合柱状图••••••• 4二、构造•••••••••••••••• 4三、煤层及其顶、底板岩性•••••••••• 5 四．水文地质条件••••••••••••• 5 五、瓦斯、煤尘、煤的自然倾向性及地温••••••6三、巷道布置及支护说明••••••••••••7第一节巷道布置•••••••••••••7 第二节巷道断面及支护说明••••••••••7 四、施工工艺•••••••••••••••8第一节施工方法•••••••••••••8 第二节施工工艺•••••••••••••9 五、生产系统•••••••••••••••13第一节通风系统•••••••••••••13 第二节监测系统•••••••••••••14 第三节运输系统•••••••••••••14 第四节供风、供水系统•••••••••••15第五节排水系统•••••••••••••15 第六节供电系统•••••••••••••15 第七节通讯、照明和信号系统•••••••••16 六、劳动组织及主要技术经济指标劳••••••••16劳动组织表•••••••••••••••16 循环作业•••••••••••••••16 主要技术经济指标表•••••••••••••17 七、安全技术措施••••••••••••••18第一节施工准备•••••••••••••18 第二节顶板管理•••••••••••••18 第三节爆破安全技术措施••••••••••19 第四节“一通三防”安全技术措施••••••••23 第五节机电安全措施••••••••••••27 第六节运输安全技术措施••••••••••29 第七节喷射施工安全技术措施•••••••••32 第八节耙矸机使用管理安全技术措施•••••••33 第九节防治水措施•••••••••••••34八、灾害预防措施及避灾路线•••••••••••35九、文明生产•••••••••••••••36运输下山掘进施工作业规程第一章工程概况第一节概述运输下山为矿井东翼采区的主要运输通道，水平标高-116m （┬）,与轨道下山平行布置，设计长度1100m ,坡度为-25°,半圆拱形断面，全岩巷道，锚喷支护。
煤 矿 巷 道 掘 进 施 工 作 业 规 程
煤矿巷道掘进施工作业规程一，巷道压力概况该工作面位于三水平戊一采区西翼最上部，东邻戊一西翼回风下山，轨道下山，皮带暗斜井，西至二水平戊二采区下山煤柱，北邻戊8—31040采空区及煤柱，南邻戊8—21180采空区。
该面上分层戊8—31020已回采（其中有275m由于遇到断层影响末开采）该巷东部沿戊10煤顶板掘进，西部沿戊9煤顶板掘进，直接顶为灰及深色泥岩，含植物化石碎片，岩石中部夹有砂质泥岩及细沙岩层，属11类稳定围岩。
在掘进期间主要受采东压力影响。
二，支护形式1，临时支护；采用液压支柱或前探梁。
2，永久支护；该巷优先采用锚，网，梁支护，若顶板破碎不适合打锚杆时，采用大拱型或梯形工字钢支护。
三，支护选型计算锚杆支护参数计算；根据工程需要支护断面为3，6X2，7m 矩形断面。
利用工程类比法及现场经验选择端锚固法加固顶板，按加固拱原理计算；1，锚杆长度；L=N（1，1+B/10）=1，0X （1，1=3，6/10）=1，46m，取2，0m.式中；N—围岩稳定性影响系数，取１，０ｍ；２，锚杆直径；Ｄ＝Ｌ/１１０ｍ＝０，０１８ｍ＝１８ｍｍ，取２０ｍｍ．３，锚杆间距；ｄ＜０，５Ｌ＝０，５ｘ２＝１ｍ，间距取７００ｍｍ；4，锚杆排距；ｄ＜０，５Ｌ＝０，５ｘ２＝１ｍ，排距取７００ｍｍ；由于戊组煤层顶板存在不稳定岩层，不稳定顶板受节理影响，容易形成块状和条状冒落，对此应采用组合梁原理，进行校核检验。
L=0，612B KKDP式中B-——巷道毛宽3，7m;K-——安全系数.综合KP-——软岩或动压巷道围岩荷载增大系数.选2；∮——组织梁层数相关系数，选用0.75；P¡——组合梁垂直荷载；P¡= Y！Xb！=2.7X3=8.1MPa/m2∑¡——岩体抗拉强度，选1，4MPaｎ——岩体抗拉强度析减系数选用0，8则L=0，612X3，7 3X20，0810，75X0,8X1，4 =1，717m结合以上计算，锚杆支护长度为2m.按组合梁层间不发生滑动，并保证下面一层岩层的稳定，锚杆间距为；D≤1，63Xh！ nιX O 1K1X kpxy1xh1式中；h1——最下一层岩层厚度，选用0，2m;n1 ——最下一层岩层的抗拉强度折减系数取0，4；0L1——最下一层的抗拉强度，取1，4MPa;ｋｉ——动压系数取９；ＫＰ——动压巷道围岩２；ＹＩ——最下一层岩层的容重量取２，５Ｔ/ｍ３Ｄ≤１，６３Ｘ０，２Ｘ０，４Ｘ１，４９ｘ２Ｘ２，５Ｘ０，２＝０，８１３ｍ综合考虑，锚杆间距Ｄ＝０，７ｍ，排距取０，７ｍ，根据以上计算，顶部锚杆选用φ２０X2000左旋高强锚杆。
轨道大巷炮掘作业规程
第一章工作面基本概况第一节工作面井上下及煤层对应关系一、巷道名称+400m水平南翼轨道大巷。
二、巷道用途服务于南翼采区的主要运输、通风的巷道。
三、巷道位置现在已施工至轨道大巷3#交叉点处，我队准备向南继续以3‰的上坡向前延伸。
施工到刘家坪风井区，共计4290米。
附：巷道平面布置图第二节工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响南翼轨道大巷东邻1#回风大巷，西面有胶带大和进风大巷，轨道大巷3#交叉点已经和进风大巷贯通，现在从3#交叉点处继续延伸。
开始施工将暂时影响轨道大巷到进风大巷的运输系统。
第二章地质概况第一节煤层赋存情况南翼轨道大巷延伸段以岩巷为主，预计3#煤层底板距巷道顶板的高度0～51m，平均高度20m左右，预计巷道掘至距3#交叉点3856m 左右时将揭露3#煤层，揭煤后巷道至4290m位置基本处于3#煤层中。
岩巷中的岩石主要以砂岩、泥岩及砂泥岩为主，岩石硬度f=4-6，裂隙较发育，层面较乱，易风化，淋水较大，软泥岩遇水易膨胀。
施工中应加强顶板管理。
3#煤（贫瘦煤）,属二叠系山西组地层中部，为陆相湖泊型沉积，埋藏深度为568m。
3#煤容重1.39吨/m3，煤质松软、煤层厚度较稳定，平均煤厚 5.7m。
煤层结构简单，无夹矸。
施工中遇断层破碎带时及揭煤前必须另编制安全技术措施。
附：地质柱状图第二节预测或实测瓦斯、火、煤层情况（1）、我队施工S2轨道大巷掘进期间绝对瓦斯涌出量预测为2.4立方米/分，CO2涌出量为0.25立方米/分。
（2）、3#煤层煤尘具有爆炸危险性，无自燃发火倾向。
（3）、地压情况：垂直应力和水平应力按12MPa估算。
地温为19.9度。
（4）、施工中应加强顶板管理，并采取必要的防止瓦斯积聚和防尘措施。
第三节地质构造情况预计将在距3#交叉点1000m左右揭露F66正断层，落差H=10m；在距3#交叉点3557m左右时揭露一落差H=11m；倾角为75°的正断层。
第四节水文地质情况巷道掘进中主要受3#煤层顶板K7及K8砂岩裂隙含水层，及3#煤层底板局部K6、K5含水层影响，施工中正常涌水量3-10米3/小时。
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兴田公司皂塘煤矿216采区轨道下山掘进作业规程皂塘煤矿二0一三年五月二十日会审签字贯彻登记考试登记目录第一章：概况一、编制作业规程依据二、巷道位置与邻区关系三、地质水文情况第二章：施工工艺一、施工顺序二、施工工艺三、施工方法四、质量要求及质量验收制度五、支护和装运六、支架说明书七、爆破说明书第三章：循环作业及劳动组织一、循环作业二、循环作业图表三、劳动力配备第四章：辅助工作第五章：主要技术经济指标第六章：安全技术措施第一章概况一、编制作业规程依据本作业规程的编制主要依据掘进地质说明书编制而成的。
二、巷道位置与邻区关系该巷布置在-85m标高6煤底板岩石中，设计巷道距6煤层30m。
巷道起点标高-85m，落底标高-200m；坡度26度，长350米。
三、地质情况1、地质及水文2、地质构造关系采区内地层走向为ES8度，倾向N。
该工程布置在6煤层底板中，底板为灰白色细砂岩，薄到中厚层状，泥质胶结，层厚3-8米，老底为深灰色粉砂岩。
3、工程与地表关系该工程地表位于田兴村境内，区内为山地，无重要建筑物。
第二章施工顺序、施工工艺及方法一、施工顺序从二水平上部车场由上往下先施工轨道下山，到-200m水平落平。
二、施工工艺敲帮问顶→引巷道中腰线→点炮眼→打眼→装药联线放炮→通风排烟→敲帮问顶→出矸→引中腰线→整形巷道→砌碹。
三、施工方法施工前首先由班长（或队长、有经验的老工人）在专人监护下站在顶板完好、退路畅通的安全地点，用钢钎进行敲帮问顶工作。
确认无隐患后，将中腰线延至端头，根据巷道设计断面，画出巷道断面轮廓线，然后根据炮眼布置图进行炮眼布置，放炮严格按炮眼布置图顺序进行。
完工后，由放炮员进行装药、联线工作，检查无误后，按《煤矿安全规程》及有关规定执行。
每次放炮后，待炮烟排出后，由放炮员及班组长共同到工作面检查爆破情况，发现瞎炮立即处理，并进行敲帮问顶工作后，确认无安全隐患方可进入当头，将中、腰线延至当头，并进行整形工作，确认巷道断面规格达到设计要求后，再进行支护。
四、质量要求及质量验收制度1、打眼按炮眼布置图定好眼位，并要做到点眼准、掌钎平、炮眼直、眼底要落在同一齐直平面上。
2、炮眼装药量按本规程爆破说明书执行，如因岩性发生变化，可适当调整，但必须保证周边眼爆破后，眼痕率达到50%。
3、砌碹时，按设计要求划好中腰线，墙体要平直，灰缝饱满，水泥、河砂、=1：2：。
4、巷道净宽、高符合设计要求。
五、支护和装运采用人工装矸。
临时支护为架棚，永久支护为砌碹。
六、支架说明书1、巷道断面图：2、巷道断面图2、216下山、下部车场巷道设计规格：3、轨道下山巷道规格4、下部车场巷道规格5、巷道特征表七、爆破说明书为了达到理想的爆破效果，当岩石较松软时，周边眼应控制在500-600mm，装药量控制在1-1.5卷；当岩石较坚硬时，周边眼应控制在400-500mm，装药量控制在2-2.5卷。
爆破说明书应在实践中不断修改完善，使之趋于更加合理，达到理想的爆破效果。
1、轨道下山、下部车场爆破参数轨道下山爆破参数表下部车场爆破参数表4、轨道下山、下部车场炮眼布置图(单位：mm)下部车场炮眼布置图5、爆破指标第三章循环作业及劳动组织一、循环作业方式采用“三八”作业制，每小班一循环，每日循环三次, 二、循环作业图表（以早班为例，其他班与之相同）三、劳动力配备注：工序安排的人数也可根据需要兼其他工作。
在册人数7×3÷75%=28（人）三、设备工具配备表第四章辅助工作一、供电1、所有用电设施必须安装风电闭锁装置。
2、供电线路：由中央变电所供电。
中央变电所→-85大巷→二水平上部车场→掘进当头二、通风、防尘、防火、防瓦斯1、风量计算：A、按人数计算Q=4N=4×7=28（m3/min）式中 N-取工作面最多人数B、按稀释瓦斯计算Q=100.QCH4。
KCH4/C=100×1.6×0.22=35.2（m3/min）式中QCH4－工作面绝对瓦斯涌出量,根据瓦斯浓度鉴定结果:Q 为0.22m3/分。
KCH4－工作面瓦斯涌出不均衡系数1.6C－工作面风流量的最大沼气浓度C、按排炮烟计算Q=25A m3/minA－工作面一次爆破的最大炸药量 A=1.625Q=25×1.625=40.7（m3/min）根据以上计算风量的最大值并考虑一定的富余能力暂取Q为90立方米/分。
D、按风速进行验算风速 V=90/（60×9.47）=0.16（米/秒）0.15<V=0.16<4即：大于最小风速、小于最高风速,,取最大风量为90立方米/分,符合要求，考虑通风距离,故采用JBT52-2(11千瓦),风筒选用Ф400mm的胶布风筒可满足要求。
3、通风线路1)、新鲜风：主井～－85大巷～二水平上部车场～工作面2）、污风：工作面≈二水平上部车场≈-85大巷≈－85回风巷≈风井≈地面4、防尘A、用湿式打眼，严禁打干眼。
B、搞好通风工作，保证工作面足够的风量，严禁无风、微风作业。
C、搞好防护，工作人员佩戴专用口罩。
D、设置洒水、喷雾防尘装置，坚持定期冲洗岩帮，放炮使用水炮泥，放炮后喷雾降尘，装矸洒水，在回风流中安装一套水幕净化工作面风流。
5、防火A、杜绝火源。
B、加强电气设备管理，严禁电气失爆。
C、严格放炮制度，使用合格的井下安全放炮器材，严禁放糊炮、明炮，严禁使用矿灯或其它电源放炮。
D、井下设置防灭火消防系统。
6、防瓦斯A、严格瓦斯管理制度，坚持按照《煤矿安全规程》的有关规定作业。
B、坚持“一炮三检”和“三人联锁放炮制”。
C、瓦斯检查员要巡回检查，特别是岩巷掘进遇到煤线或接近地质破碎带时，必须经常检查瓦斯，如发现瓦斯大量增加或有其它异常时，及时撤人，汇报处理。
三、高压水、风供应线路高压风：地面压风机房→主井→–85大巷→二水平上部车场→工作面。
高压水：地面水池→主井→–85大巷→二水平上部车场→工作面。
四、运输系统运料：地面材料场→主井→–85大巷→二水平上部车场→工作面。
矸子：工作面→二水平上部车场→–85大巷→主井→地面矸子山。
第五章技术经济指标表第六章安全技术措施一、顶板1、加强顶板管理，严禁空顶作业，临时支护必须紧跟当头,永久支护距掘进头最大距离不超过6米。
2、认真执行“敲帮问顶”制度，每班在作业前和放炮后都应对巷道的顶、帮及其支护情况进行认真仔细的检查，发现松矸活石要及时撬下，只有确认安全后，方可从事其它工作。
3、排除顶板松矸活石时，作业人员和其他人员一定要站在顶板完好，安全可靠的地方进行，以防矸石掉下伤人。
4、巷道掘后必须及时支护好，支护质量必须严格按照作业规程设计的规格和质量要求进行施工，对于不合格品必须返工。
5、每次在打炮眼，应将打眼处的松矸活石先挑下，以防活石掉下伤人。
6、巷道见煤时必须采用U型钢棚支护，棚距不得超过0.7米。
二、水害1、发现矿井其它作业地点发生透水时，要及时沿避灾路线撤人，汇报处理。
2、水沟要经常清理，使水沟保持无污泥杂物，水流畅通。
三、通风、瓦斯：1、加强通风、瓦斯管理，局扇必须要装在离回风口10米以外的新鲜风流中，风电闭锁齐全，工作面风筒出口有足够的风量，风筒吊挂平直，接口严密，风筒口距工作面最大距离不超过6米。
2、严禁擅自停开局扇，因检修停电等原因停风时必须及时3、撤出人员，切断电源，恢复通风前必须检查瓦斯，只有局扇及其开关地点附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开动局扇。
4、放炮地点附近20米以内风流中瓦斯达到1%时，严禁放炮。
5、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%，必须停止工作撤出人员，切断电源进行处理。
6、电动机或其他开关地点附近20米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。
7、因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可恢复送电。
8、当头临时停工不准停风，否则必须切断电源，设置栅栏、提示警标，严禁人员入内。
9、工作面要实施瓦斯监控，工作面探头不得超过10米，回风流瓦斯探头应安装在轨道下山上变坡点10外。
四、爆破管理1、放炮人员包括放炮、送药、装药人员，必须熟悉爆破材料性能和《煤矿安全规程》中的有关规定。
2、放炮工作必须由经过培训并发有合格证的放炮员担任。
3、放炮作业时，执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”。
炸药、雷管必须分开、分别存放在专用的炸药箱内，并上好锁，严禁乱堆乱放，炸药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点，每次放炮时都必须把炸药箱放到警戒线以外的安全地点。
4、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雷管顺好，拉住前端脚线将电雷抽出，抽出的单个雷管必须将其脚线末端扭结。
5、装配引药时，必须遵守下列规定。
（1）、装配引药必须在顶板完好，支架完整，避开电器设备和导电体的放炮地点附近。
（2）、装配引药时，必须防止电雷管受震荡、冲击，折断脚线和损坏线绝缘层。
（3）、电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷代替竹、木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管插在药卷的中部或捆在药卷上。
（4）、电雷管插入药卷后，应用脚线将药卷缠住，以便把电雷管固定在药卷内。
6、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥封实填满，封泥长度按《煤矿安全规程》第329条执行。
7、放炮前，应做好一切设施的保护工作，班组长必须亲自布置专人在可能进入放炮地点的所有通道上担任警戒工作，警戒线外应设置警戒牌。
8、放炮前班组长必须清点人数，确认无误后方可下令放炮，放炮员必须发出放炮警告，至少再等5秒钟方可放炮。
9、放炮后，放炮员和班组长、瓦斯检查员必须巡查放炮地点，检查通风、瓦斯、顶板、瞎炮、残炮等情况，如有危险情况，必须立即处理。
10、通电后装药炮眼不响时，放炮员必须先取下把手钥匙并将母线从电源上摘下，扭结成短路，再等5-15分钟，才可沿线路检查，找出不响原因。
11、处理拒、残炮必须在班组长直接指导下进行，并在当班处理完毕，当班未处理完毕，放炮员必须同下班现场交接清楚，处理时必须遵守下列规定：A、连接不良造成的拒爆，可重新连线放炮。
B、在距拒炮爆眼至少0.3米处另打同拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。
C、严禁用镐刨，压风吹或从炮眼残底继续加深，严禁用打眼的方法往外掏药。
D、处理拒爆的炮眼爆炸后，放炮员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的电雷管。
在处理拒爆之前，严禁在该地点进行同处理拒爆无关的工作。
12、当班未使用完的炸药、雷管、应及时办理退库手续，不得转交下班和丢失。
四、运输：1、平巷推车必须注意前后车辆情况，同向推车时应保证两矿车之间的距离不小于10米。
2、车辆接近风门、弯道、巷道口、道岔、开始推车、停车、掉道及坡度较大的地方，都必须发出信号。