编号：掘2011009
工 作 面 名 称: 1413回风顺槽
编 制 人：杨树满
| 经理 | 生产经理 | 安全经理 | 机电经理 | 技术经理 |
会 审 意 见
会审单位及人员签字：
总工程师：
年 月 日
会 审
| 单 位 | 生 产 副总经理 | 安 全 副总经理 | 机 电 副总经理 | 主 管 矿 长 | 安 监 处 |
| 会 审 人 员 | |||||
| 会 审 时 间 |
贯彻时间： 年 月 日 负责人： 贯彻人：
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第一章 概 况 ７
第二章 地面相对位置及地质情况 ８
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 ８
第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征 ８
第三节 地 质 构 造 ９
第四节 水 文 地 质 11
第三章 巷道布置及支护说明 11
第一节 巷 道 布 置 11
第二节 矿 压 观 测 12
第三节 支 护 设 计 12
第四节 支 护 工 艺 16
第四章 施 工 工 艺 18
第一节 施 工 方法 18
第三节 装运煤（岩）方式 19
四、管线、轨道敷设 19
第五章 生 产 系 统 20
第一节 一 通 三 防 20
第二节 压 风 系 统 24
第三节 安全监控与通信照明 24
第四节 供电与排水 25
第五节 运输系统 27
第六章 劳动组织和主要技术经济指标 27
第七章 灾害应急措施及避灾路线 30
第八章 安全技术措施 31
第一节 一 通 三 防 31
第二节 顶 板 32
第三节 爆 破 33
第四节 防 治 水 35
第五节 机 电 35
第六节 运 输 36
第七节 掘进机操作要求 37
第八节 其 它 38
第一章 概 况
表1
| 巷 道 名 称 | 1413回风顺槽 | |||||
| 巷道设计断面 | 8.13（㎡） | 巷道坡度（0） | 沿煤层坡度 | 总工程量（m） | 602 | |
| 巷道位置 与煤（岩）层、相邻巷道的 关系 | 巷道布置在14#煤层中 | |||||
| 巷道服务年限 | 4（个月） | 巷道的用途 | 运输、行人、回风 | |||
| 预计开工时间 | 2011年10月 | 预计峻工时间 | 2012年1月 | |||
| 施工中特殊要求与说明 | 1、过断层，围岩破碎时，支护形式可改为工字钢梯形棚+菱形网支护，净规格：上宽3000mm，下宽3500mm，中高2500mm；棚距为1000mm。 钢带排距为500mm。 | |||||
| 设计 依据 | 2011年西一盘区总体规划设计 | |||||
| 地测科提供的地质说明书（2011年1月） | ||||||
矿压观 测资料 | 1、施工中每隔50ｍ设置一个顶板离层观测点。 2、每300根锚杆为一组，做一次锚杆拉力试验。 顶板离层由技术组进行观测，锚杆拉力试验由技术组实施。 | |||||
| 其它技术规定 | 无 | |||||
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况（见表2）。
表 2 地面相对位置及邻近采区开采情况表
| 巷道名称 | 1413回风顺槽 | 采 区 名 称 | 西一盘区 |
| 地面标高（m） | +145—+188 | 井下标高（m） | +48—＋55 |
| 地面的相对位置及 水体建筑物影响 | 地表为耕地，无建筑物。 | ||
| 邻近采区、巷道的层间 情况及影响 | 本工作面位于西一盘区的东部。 | ||
| 老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响 | 无 | ||
第二节 煤 ( 岩 ) 层赋存特征
一、煤（岩）层的基本情况
该掘进工作面所施工的为十四层煤，煤层厚度在0.65m～2.05m之间，煤种：褐煤，粉末成黑褐色，油脂光泽，性脆，垂直发育，煤层发育不稳定。
煤(岩)层赋存特征见表2、
表3 煤 层 特 征 表
| 项 目 | 指 标 | 备 注 |
| 煤层厚度(最小～最大/平均)m | 1.2～2.0/1.60 | |
| 煤层倾角(最小～最大/平均)(°) | 0～9/5 | |
| 煤层硬度f | 2 | |
| 煤层层理(发育程度) | 发育 | |
| 煤层解理(发育程度) | 不发育 | |
| 绝对瓦斯量(m3·min-1) | ||
| 煤尘爆炸指数/% |
表4 影响施工的其它地质情况表
| 瓦 斯 | 0.45～0.8m3/min |
| 瓦斯等级 | 低瓦斯 |
| 煤尘爆炸指数 | 强 |
| 煤的自燃倾向性 | Ⅱ类自燃 |
| 发火期 | 12个月 |
表5 巷道围岩岩性特征类别表
| 顶底板名称 | 岩石类别 | 厚度 | 岩 性 | |
| 顶板 | 基本顶 | |||
| 直接顶 | 尼质页岩 | 6～9 | 灰色，易冒落、遇水泥化。 | |
| 伪 顶 | ||||
| 底板 | 直接底 | 砂页岩 | 砂页互层，遇水泥化，极易底鼓。 | |
| 基本底 | ||||
一、巷道煤（岩）层及断层产状参数
巷道煤(岩)层产状要素及断层等地质构造的产状参数见表 5 。
二、应力集中区对施工的影响
1、瓦斯涌出量增加。
2、巷道发生片帮、顶板压力增加。
附图 2：1413回风顺槽综合柱状图
表 6 巷道煤(岩)层及断层产状参数表
| 名 称 | 走向（°） | 倾向（°） | 倾角（°） | 性质 | 落差（m） | 导（含）水性 | 对掘进的影响程度 |
| 十四层煤 | 255 | 165 | 0°～9° | ||||
一、水文情况：
本工作面上覆地表为丘陵山地。地表对本巷道不构成影响。
二、安全隔水层厚度计算
无
三、探放水措施：
无
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷 道 布 置
一、巷道布置参数表
表7 巷 道 布 置 参 数 表
| 巷道名称 | 1413回风顺槽 | |
| 层 位 | 14# | |
| 水平标高 | +48m—＋55m | |
| 工 程 量 | 602m | |
| 坡 度 | 沿煤层坡度 | |
| 中 腰 线 | 沿偏中心施工， | |
| 开口位置 | 轨道暗绞L4点处开帮 | |
| 方 位 角 | 方位161°51′0″ | |
| 方位变化情况 | 拉门时按161°51′0″方位延伸13.米后转弯，曲线R：12m,弧长15.2m,a：70°27′34″；最后沿方位角：68°52′11″掘送1413回风顺槽。 |
附图 4 巷道开口施工图
二、巷道施工顺序：
1、拉门时按165°51′0″方位延伸13米后转弯。
2、曲线半径：12m,弧长15.2m,转角：70°27′34″。
3、最后沿方位角：68°52′11″掘送1413回风顺槽，工程量为602m。
4、开口进入底弯后掘双道车场共30m；开口处架工字钢棚18m。
三、特殊地点的施工：
1、开口施工时，要浅打眼少装药，施工前，必须加固拉门子处10m范围内的支护，备工字钢棚。
2、巷道围岩破碎处，遇地质构造带，必要时，钢带排距缩小为0.5m，用锚网＋工字钢棚支护。
3、绞车壁龛：根据巷道实际坡度情况，在实际给定安装小绞车位置处打一壁龛，规格：宽×深×高＝2.0m×2.0m×2.1m，深度2.0m。作用：安装绞车和开关。支护形式和支护参数同掘进工作面。小绞车固定采用地锚加戗柱固定，戗柱选用3.2m的π钢梁。每部绞车用4根锚杆固定，所用的锚杆直径为18mm，长度为2.2m。用4根CK2335型锚固剂锚固，每根锚杆的锚固力不小于50KN。经试车无问题后方可投入作业。
4、施工时每隔40m施工一个躲避所，规格为宽度1.5m，高度1.8m,深度1.0m，布置在巷道左侧。支护形式和支护参数同工作面。
附图 5 绞车壁龛、躲避硐示意图
第二节 矿 压 观 测
顶板离层监测每隔50m设置1处，由技术科矿压观测人员进行观测；锚杆螺母拧紧力矩每班必须抽查，每300根锚杆为一组，做一次锚杆拉力试验。
。
第三节 支 护 设 计
一、巷道断面
巷道断面及支护形式见表8。
表 8 巷 道 断 面 及 支 护 形 式 表
| 巷道名称 | 断面形状 | 支护形式 | 规格尺寸 m | 荒断面 m2 | 净断面 m2 | ||
| 上宽 | 下宽 | 中高 | |||||
| 1413回风顺槽 | 梯形 | 锚网 | 9.31 | 8.13 | |||
| 3.0 | 3.5 | 2.5 | |||||
二、支护方式
（一）临时支护：
超前支护设计校核：
参考以往工作面超前支护经验，采用三根3吋3米长、壁厚3.5 mm ，
钢管用吊环与螺纹钢钩连接，前探梁上用刹杆刹严接顶。
一、基础资料及荷载计算：
1、巷道顶板上部围岩压力拱的计算：
b=a/f=1.8/2=0.9m
式中： b----压力拱计算高度 m
a---巷道荒宽的一半 m
f---岩石普氏硬度系数 取：2
2、巷道空顶压力拱范围内岩石重量;
G=b×B×S×r=0.9×3.7×0.8×25=66.6KN
式中：b----压力拱计算高度 m 取 0.9m;
B-- 巷道荒宽 取：.3.7m;
S---最大空顶距时单根螺纹钢承载力的距离， 取0.8m。
r---岩石密度： 25KN/m3
G---空顶压力拱范围内岩石重量，取G=66.6KN。
二、临时支护构件承载能力验算：
1、前探梁端螺纹钢每根承载能力验算：
P=G/n= 66.6/4=16.65KN
式中：P----单根螺纹钢承载力
n----前探梁根数 取n=3
G----空顶压力拱范围内岩石重量，取G=66.6KN。
每根螺纹钢设计抗拔能力值为：
F′=F×k=16.65×0.5=8.32KN
式中F′----单根螺纹钢设计承载力 KN
k—安全系数 取0.5
因为：P=G/n= 66.6/4=16.65KN＞ F′=F×k=16.65×0.5=8.32KN
所以：前探梁3根能够满足临时支护强度要求。
2、前探梁3吋钢管抗弯承载能力的验算：
前探梁按均布荷载简支梁计算；
q=(G/B×S)×S×b=11.67KN/m
式中q----单根钢管设计线荷载 KN/m
B---巷道荒宽 取：3.7m;
S---最大空顶距 取0.9m
b---前探梁间距 取0.8m
前探梁承受最大弯距：
Mx=1/8×q×L2=1/8×13×32=13.1KN/m
Wx= 0.0982
δ=Mx/Wx=133.7N/mm2
式中Mx----单根钢管设计线最大弯距 KN/m
B---巷道荒宽 取：3.7m;
S---最大空顶距 取0.9m
b---前探梁间距 取0.8m
q----单根钢管设计线荷载 KN/m
L----前探梁支撑跨度 取1m.
Wx---3吋钢管抗弯截面系数 mm3
δ----3吋钢管抗弯设计强度 N/mm2
因为：δ=Mx/Wx=133.7N/mm2<215 N/mm2（Q235钢材抗拉强度设计值）
所以，前探梁钢管抗弯强度满足支护要求。
3、经上述验算，此种超前支护结构设计合理，强度满足要求，方案可行。
采用3根超前探梁护顶。用小料刹严顶板，前探梁间距0.8m，要及时窜至掌子头，人员必须站在有支护的地点作业。遇断层及地质构造带，打超前锚杆护顶，但人员必须站在有支护的地点作业。
（二）临时支护与永久支护间的距离：
临时支护与永久支护间的最大距离为900㎜，最小距离为200㎜。
附图7 前探临时支护平面图、剖面图
（三）永久支护：
锚杆支护设计
1、锚杆长度计算L：
L = L1 + L2 + L3 = 0.1 + 1.5 + 0.4 = 2.0（m）
式中：L — 锚杆长度 m；
L1 — 大板厚度和锚杆螺帽高度及外露长度的和m，取0.1m；
L2 — 由PHD—2型声波检测仪测定延边地区第三纪煤田巷道围岩松动圈最大值 m，取1.5 m；
L3 — 锚杆锚固长度 m；取0.4 m
经计算，锚杆有效长度L有效=1.9 m，锚杆长度L取2.2m>1.9m，符合设计要求。
2、锚杆间距、排距计算：
D≤0.5·L有效 = 0.5×1.9 = 0.95m
式中：D— 锚杆间排距，m； 取0.7m
L有效 — 锚杆有效长度m； 取1.9m
经计算，锚杆间距、排距D取0.7m<0.95m，符合设计要求。
3、锚杆直径d的确定
d = L有效/110 =1900÷110 = 17. 3（mm）
经计算，锚杆锚杆直径d取18㎜>17.3㎜，符合设计要求。
4、锚杆锚固力Q的确定
Q = K·L有效·D2·r = 2.5×1.9×0.52×2.2 = 2.72(t)
式中 ：Q — 锚杆锚固力t；
K — 锚杆安全系数；取2.5
L有效 — 锚杆有效长度，m；取1.9 m
D— 锚杆间排距；取0.5m
r — 视密度，m3/t；取2.2 m3/t
5、锚杆的选择
直径φ=18mm的左螺旋等强度锚杆，实验室抗拉能力为长度L =2.0m,承载能力Q＞5.3（t），所选锚杆参数满足设计要求。
6、巷道支护设计
（1）设计方法
根据《延边地区煤岩基础数据测定与锚杆支护技术研究》。
（2）1413回风顺槽断面设计
1413回风顺槽煤层直接顶属泥岩，性脆，为减少顶板暴露面积，满足生产系统要求，安全第一的思想，断面设计为梯形，巷道规格（净）： 上宽3.0m×下宽3.5m×中高2.5m，有效断面8.13㎡，巷道掘凿断面规格：上宽3.2m×下宽3.7m×中高2.7m，断面积9.31m2。钢带排距0.7m；棚距1.4m。
（3）顶板破碎无法维护，临时支护不能满足要求时，打前探锚杆进行临时支护，严禁把前探锚杆用作永久支护。
第四节 支 护 工 艺
一、支护工艺及要求
1、锚杆眼施工工艺及要求
顶板锚杆眼施工：采用煤电钻两台，使用Ф28mm钻头，按钢带孔位由巷道一帮向另一帮施工，锚杆眼深2.1m。顶板两侧锚杆偏向巷道两帮，与顶板成75°角度，其余与顶板垂直。
两帮锚杆眼施工：采用两台煤电钻，使用Ф28mm钻头，按钢带孔位施工锚杆眼。与煤壁垂直。两帮同时施工，帮部锚杆眼深1.4 m。
2、安装锚杆工艺及要求
a安装顶锚杆
（1）向顶锚杆眼装入3个锚固药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
（2）搅拌药卷：用搅拌接头将煤电钻与锚杆变头连接起来，然后开动钻机推动锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌15s停止。
（3）60s后铺设金属网、上钢带，上托盘，采用人工搬扭的方式，将扭矩增加至140N•M以上。
（4）当顶板有淋水和顶板破碎时，采用全长锚固方式。
b安装帮锚杆：
（1）向帮锚杆眼装入2个锚固药卷，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
（2）搅拌树脂：用搅拌接头将钻机与锚杆变头连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动电钻边搅拌边推动，推入孔底搅拌15s后停止搅拌。
（3）安装锚杆：60s后铺设金属网、钢带，上托盘，采用人工搬扭的方式。
（4）炮掘时顶板、两帮锚杆钢带支护紧跟工作面外，掘进机掘进时，两帮锚杆钢带支护可以滞后工作面3个排距。
当顶板破碎、压力大时，两帮锚杆紧跟工作面。
（3）铺网和连网工艺及要求
巷道顶和帮的菱形金属网规格0.7m×4.2m，顶网、帮网均采用12#铁丝编制。网与网之间采用搭接形式，连网扣间距100mm，用14#铁线双股拧紧。网的铺设要有一定的涨紧力。
（4）其它有关要求
锚杆采用左螺纹预制拉力锚杆，顶板锚杆长度2.2m，直径Ф18㎜，间距0.8m、排距0.7m。两帮锚杆长度1.5m，间排距同顶板。每根锚杆采用本矿自制的锚固药卷，顶板装入3根、两帮装入2根。根据计算和经验，顶部锚杆扭距不低于140N•M，锚杆拉力不低于5.3t，帮部锚杆扭距不低于100N•M，锚杆拉力不低于4.0t。
二、巷道工程质量
巷道工程质量要求见表7。
三、支护工艺流程
窜超前支护至工作面迎头→施工顶锚杆眼→安装顶锚杆→铺顶网→连网→上钢带→施工帮锚杆眼→安装帮锚杆→连网。
表9 锚网巷道工程质量规定表
| 检查项目 | 设计尺寸 | 允许偏差 （中心至任意一帮距离） | ||
| 巷道净宽 （净宽） | 中心左800mm 中心右2200mm | 合格 | -50—+150 | |
| 优良 | 0—+150 | |||
| 巷道净高 （净高） | 2500㎜ | 合格 | -30—+150 | |
| 优良 | 0—+150 | |||
| 铺网质量 | 搭接连网，连网扣间距100mm， | 合格 | 90%以上符合设计 | |
| 优良 | 完全符合设计 | |||
| 锚杆扭距 （N·M） | 顶 | ＞140 | 符合设计 | |
| 帮 | ＞100 | 符合设计 | ||
| 锚杆排距㎜ | 顶 | 700 | ±100 | |
| 帮 | 700 | ±100 | ||
| 锚杆锚固力（KN） | 顶 | ＞60 | 合格：最低值不小于设计值的90%。 优良：最低值符合设计值。 | |
| 帮 | ＞40 | |||
| 锚杆角度（°） | 优良：≤2º 合格：≤3º | |||
| 锚杆外露长度（㎜） | 20—50 | ≤50 | ||
第一节 施 工 方法
一、巷道施工方法
1、见本规程中第三章第一节中二《施工顺序》
2、施工工艺：先期采用炮掘施工，后期采用掘进机掘进。
3、一次循环进度0.7m。
4、最大空顶距0.9m，最小空顶距0.2m。
5、中心设置： 巷道中心设置激光，激光左800m，激光右2200m。
二、凿岩（煤）方式
凿岩方式：采用煤电钻凿煤（岩），爆破落煤（岩）；后期采用掘进机掘进。
第二节 爆 破 说 明 书
一、爆破作业方式
2、爆破作业方式
表10 爆 破 作 业 方 式 表
| 巷道断面 | 8.13m2 | 通风方式 | 压入式 |
| 顶板情况 | 不稳定 | 瓦斯含量 | ＜1.0% |
| 掏槽方式 | 楔形掏槽 | 炸药种类 | 粉状乳化炸药 |
| 打眼机具 | 煤电钻 | 雷管型号 | 瞬发雷管 |
| 装药结构 | 正向装药 | 联线方式 | 串联 |
| 循环进度 | 700㎜ | 起爆方式 | 正向爆破 |
| 火工品消耗 | 6.37Kg/m | 炮眼利用率 | 90% |
1、炮眼布置（见附图8、附图 9）
附图8炮眼布置图 附图9装药结构示意图
2、爆破说明（见附表11）
表11 爆 破 说 明
| 眼号 | 炮眼(m、个) | 装药量 | 角度(0) | 封泥长m | 爆破 顺序 | ||||||||
| 名称 | 眼 深 | 眼 距 | 个 数 | 抵抗线 | kg/孔 | 合计kg | 水平 | 垂直 | |||||
| 左 | 右 | 仰 | 俯 | ||||||||||
| 1-2 | 掏槽眼 | 1.0 | 1.0 | 2 | 1.0 | 0.45 | 0.9 | 75 | 0.5 | 1 | |||
| 3-4 | 辅助眼 | 1.0 | 0.5 | 2 | 0.6 | 0.3 | 0.6 | 0.4 | 2 | ||||
| 9-14 | 周边眼 | 1.0 | 0.75 | 6 | 0.7 | 0.3 | 1.8 | 0.4 | 3 | ||||
| 15-19 | 底 眼 | 1.0 | 0.75 | 5 | 0.7 | 0.37 | 1.87 | 0.4 | 4 | ||||
| 5-8 | 顶眼 | 1.0 | 0.75 | 4 | 0.7 | 0.3 | 1.2 | 0.4 | 5 | ||||
| 合计 | 19 | 6.37 | |||||||||||
一、装煤（岩）方式
1413回风顺槽先期采用人工装货，之后采用掘进机装货。
二、运输方式
1、先期采用人工装煤，绞车运输；
2、掘进机装货，绞车运输。
三、设备及工具配备情况
设备及工具配备情况（见表12）
四、管线、轨道敷设
1、电缆吊挂在巷道的右帮，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上，必须保持平直，每1.2m一个吊挂钩，严禁用铁丝吊挂电缆。风、水管路吊挂在巷道左帮，距底板400㎜，间距300㎜，法兰盘上下位置一致，要求平直，严禁漏水，进行防腐处理。
2、工作面材料运输采用18kg/m钢轨铺设轨道，必须按标准铺设。扣件必须齐全、牢固与轨型相符。轨道接头间隙不超过5㎜，高低、左右错差不准大于2㎜。道木间距0.7m ,误差≤±50mm；轨距600mm，误差不大于5㎜，不小于2mm，铺设要齐整。道木规格：长×宽×高 = 1200㎜×150㎜×140㎜。
3、开口采用人工装货，钢轨铺至工作面。后期采用掘进机装货，钢轨铺至掘进机后，皮带输送机机尾，以方便生产准备。
表 12 设备及工具配备情况表
| 序号 | 设备、工具名称 | 规格型号 | 单位 | 数量 | 备 注 |
| 1 | 掘进机 | EBZ132 I I | 台 | 1 | |
| 2 | 绞车 | JD-11.4 | 台 | 4 | |
| 3 | JD-25 | 台 | 1 | ||
| 4 | |||||
| 5 | 煤电钻 | ZM12/15 | 台 | 2 | |
| 6 | 尖、平锹 | 台 | 5 | ||
| 7 | 尖镐 | 把 | 2 | ||
| 8 | 撬棍 | 把 | 1 |
第五章 生 产 系 统
第一节 一 通 三 防
一、工作面通风
（一）选择通风方式、通风设备、设施
1、通风方式：
压入式通风
2、通风机供电安全保护：
（1）通风机供电采用过流、漏电和接地三种安全保护。
（2）采用对旋风机，双电源供电，并保证局扇电机能够自动切换电源。
（3）工作面供电必须实现风电、瓦斯电闭锁。
（二）掘进工作面风量计算
1、按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘 = 100qK掘通（m3/min）
式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min；
Q—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min；取0.56；
K掘通—瓦斯涌出不均衡系数；取1.8，则：
Q掘 = 100qK掘通 = 100×0.56×1.8 = 100.8≈101 m3/min
2、按炸药量计算：
每kg炸药供风≯25 m3/min（3级乳化炸药）：
Q掘 > 25·A（m3/min）；
式中：A—1次爆破炸药最大用量，kg；取5.0 kg；
Q掘 > 25·A = 25×2.4 = 60m3/min
3、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：
每人供风≯4 m3/min：
Q掘 > 4·N（m3/min）
式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量，m3/min
4—每人每分钟不低于4m3/ min的配风量；
N—工作面最多人数，人；
则Q掘 > 4·N = 4×20=80 m3/min。
4、按风速进行验算：
（1）、煤与半煤岩掘进工作面的最低风量（Q煤）：
Q煤≥60×0.25S岩=60×0.25×8.13=121.95≈123m3/min
（2）、按最高风速进行验算：
煤与半煤岩掘进工作面的最高风量（Q煤）：
Q≤60×4S岩=60×4×8.13=1951.2≈1951m3/min
式中：S—掘进巷道断面面积：8.13㎡
经验算确定1413回风顺槽掘进工作面最低风量为123m3/min，符合要求。
（三）、局部通风机的选型
1、根据Q扇=Q工作面/（1-P100×L/100）
Q扇 —局部通风机吸风量（m3/min）
Q工作面—工作面需要风量（m3/min）
P100 —风筒百米漏风率取2％
L —局部通风机供风距离（m）
则：Q扇=Q工作面/（1-P100×L/100）=112/｛1-（2％×1100/100）｝=144 m3/min
根据以上计算，局部通风机选用型号为隔爆型对旋轴流局部通风机
其主要技术参数：型号：DBKJN0
风量260－160 m3/min； 压风320－3100Pa
额定380/660V； 单机额定电流11.1/6.4A
单机额定功率5.5KW；转速1900r/min。一台单机工作，一台备用。
2、按局部通风机实际吸风量计算全风压风量：
全风压风量：Q≥Q局Ii+60×S（m3/min）
式中：Q—掘进工作面实际需要风量，（m3/min）
S—巷道断面 取8.13㎡
Q掘—局部通风机实际吸风量，（m3/min）。根据对旋轴流局部通风机其主要技术参数，取局部通风机吸风量为170m3/min。
Ii—掘进工作面的局部通风机同时运转台数： 台
K—为局部通风机所在巷道的最低风速，煤巷取0.25
全风压风量：
Q掘=Q局Ii+60×0.25×S=170+60×0.25×8.13=291.95≈292m3/min
3、根据局部通风机型号选择风筒直径
风筒直径选择485mm风筒。
（四）局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点：
局扇安装在皮带暗绞，为工作面送风。
2、通风系统：
新风：主井→±0运输巷→皮带暗绞→轨道暗绞→工作面
乏风：工作面→轨道暗绞→+40总回风巷→副井井筒→地面
附图 11 通风、消防供水管路系统示意图
二、瓦斯防治
1、工作面临时抽放瓦斯系统
无。
2、瓦斯防治措施
（1）认真执行“一炮三检”制。
（2）甲烷传感器设置两台，一台设置在距迎头5.0ｍ内，风筒对侧，距顶板不大于300㎜，距帮不小于200㎜，另一台设置在距回风口10—15ｍ处。
（3）瓦斯员必须执行瓦斯检查制度和请示报告制度。瓦检员每班至少检查三次，并认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录。瓦斯员每次检查结果通知现场工作人员。若瓦斯超限，瓦斯员有权停止作业，撤出人员至安全地点。
（4）瓦斯员执行瓦斯巡回检查制度。
（5）如风筒出口风量难以稀释瓦斯涌出量时，必须换大风机（2×7.5KW以上）。
三、综合防尘
1、综合防尘设施
（1）、各转载点设喷雾洒水装置。
（2）、工作面必须有完善的洒水系统，距迎头50m设置净化水幕；距工作面20m～30m处必须设置爆破喷雾装置，爆破时先打开喷雾装置，喷雾时间不小于10min。爆破前、后工作面必须洒水。
（3）、距工作面迎头60m～200m要设置隔爆水袋，按断面200L/㎡，经计算需用水1600L以上，每个隔爆水袋容积40L，需要设不少于40个隔爆水袋，并且连续长度达到20m以上，隔爆水袋间距100mm，排距1.2m，挂在自制的钢筋钩上。
（4）、工作面巷道必须定期冲刷，不准有煤（岩）尘堆积。
2、综合防尘系统
消防水池→主井→+40回风巷→轨道暗绞→工作面
四、防灭火
（一）相邻采区、相邻煤层、临近巷道火区情况
无
（二）采取预防性措施
在巷道回风侧设置一台一氧化碳传感器，实现全天24小时监控。
（三）防火系统（说明防灭火器材的存放方式和地点等）
1、1413回风顺槽应每隔50m设置洒水支管和阀门。
2、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，用过的也必须放在盖严的铁桶内并由专人定期送到地面处理，不得乱扔、乱放。严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。
3、如工作面或巷道内着火时，根据火情，应首先用直接灭火方法（如用灭火器，用水扑灭等）。在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应采取封闭隔绝灭火。封闭火压前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方法和封闭程序。
防火系统：
消防水池→主井→+40回风巷→轨道暗绞→工作面
第二节 压 风 系 统
一、掘进工作面风源，压风方式
工作面压风来自地面压风机。
二、空气压缩机的选择：
1、总耗风量Q计算：
Q=αβγ∑nKq=1.15×1.12×1×5×1=6.44 m3/min
式中 α----管路漏风系数，取1.15；
β----风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1.10～1.15；
γ----高原修正系数，海拔每增加100米系数增加 1%；
n----同型号风动机具使用数量，台，取1；
K----同时使用系数，取5；
q----风动工具耗风量, m3/min，取1。
2、加上备用风量（应为设计风量的20.5～30％）确定空气压缩机：
3、压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等：
名称：空气压缩机
型号：VF-6/8
容积流量：6m3/min
排气压力：0.8 MPa
轴功率：40kw
转数：980r/min
安装位置：地面工业广场
管径：1.5寸
敷设路线：副井→+40m总回风巷→轨道暗绞→工作面
附图 12 压风系统示意图
第三节 安全监控与通信照明
一、工作面监控系统
1、安全检测仪器仪表布置
（1）为加强工作面瓦斯管理，必须设置2台甲烷传感器。
（2）距工作面5m范围内的回风侧（风筒对帮），距顶板不大于300㎜，距巷帮不小于200㎜处，设置一台甲烷传感器。在掘进工作面巷道回风口以里10-15m处，距顶板不大于300㎜，距帮不小于200㎜处，设置一台甲烷传感器。
2、具体措施
当工作面瓦斯超限时，断电范围：切断工作面内全部非本质安全型电器设备电源。当各测点瓦斯浓度达到1.0%以下时，方可人工对连锁开关送电，严禁连锁开关自动恢复送电。供给监测设备的电源必须取自风机专供开关的电源侧。
二、工作面的通信，信号设施
1、通信：
距工作面30ｍ范围内设置一部矿内程控电话，便于工作面里外联系。
2、信号：
（1）照明和信号装置：采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置为其供电。
（2）工作面电气信号，除信号集中闭塞外应能同时发声和发光。
（3）打点线必须齐全、可靠。
三、照明设施
1、运输、回风、行人巷道：
无
附图 13 安全监控、通信系统示意图
第四节 供电与排水
一、供电设计
1、电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等选择
动力电压等级为660V；通讯和照明电压为127V，供给（信号、照明使用）。
（1）本掘进工作面电源取自井下-60变电所。
2、电气设备选用
（1）工作面选用一台调度绞车（JD—11.4），一台水泵。
（2）设备负荷统计见表 13。
3、电器开关整定校核计算
电气开关整定校核见表14。
表13 电气设备负荷统计表
| 名称 | 设备型号 | 电机 数量 | 额定功率 (KW) | 额定电压 (V) | 功率 因数 | 额定电流 （A） | 备注 | |||
| 绞车 | JD—11.4 | 1 | 2×11.4 | 1140 | 0.86 | 7.0 | 4台 | |||
| 掘进机 | 1台 | |||||||||
| 合计 | 22.8 | |||||||||
| 开关型号 | 控制 负荷 (KW) | 过载 整定 （A） | 短路 整定 （A） | 供电 电压 (V) | 电缆换 算长度 （ｍ） | 两相短 路电流 （A） | 灵敏度校验 |
| QBZ-80N/1140 | 11.4 | 9 | 36 | 1140 | 1968 | ||
| QBZ-80N/1140 | 11.4 | 9 | 40 | 1140 | 1496 | ||
| QBZ-120/1140 | 40 | 160 | 1140 | ||||
| QBZ-200/1140 | 28 | 112 | 1140 | ||||
附图 14 工作面供电系统示意图
三、“三大保护”及要求：
工作面供电必须设有“三大保护”，即过流保护、漏电保护和接地保护。要求保护设置齐全、动作灵敏、可靠。
四、排水系统：
1、排水设备：
电水泵。
2、排水路线：
工作面→轨道暗绞→-60水仓→±0水仓→地面
附图 15 排水系统示意图
第五节 运输系统
一、运输方式
先期采用人工装煤，绞车运输。后期采用掘进机装煤，绞车运输。
二、选择运输设备
选择JD系列调度绞车与一吨矿车
三、运输路线
1、运煤：
工作面→轨道暗绞→+40回风巷→副井→地面
2、运料：
运输路线：地面→副井→+40总回风巷→轨道暗绞→工作面。
附图 16 运输系统示意图
第六章 劳动组织和主要技术经济指标
一、作业方式
采用“三·八”制作业方式
二、劳动组织 （见工作面劳动组织图表 ）
附表 15 工作面劳动组织图表
三、作业循环
附图 17 工作面正规循环作业图表
四、工作面主要技术经济指标（见表16）
表15 工 作 面 劳 动 组 织 图 表
| 序号 | 工 种 | 劳 动 组 织 情 况 | |||||||||||||||
| 一班 | 二班 | 三班 | 合计 | ||||||||||||||
| 2 | 4 | 6 | 8 | 10 | 12 | 14 | 16 | 18 | 20 | 22 | 24 | ||||||
| 1 | 队 长 | 1 | 1 | ||||||||||||||
| 2 | 班 长 | 1 | 1 | 1 | 3 | ||||||||||||
| 3 | 掘进工 | 2 | 2 | 2 | 6 | ||||||||||||
| 4 | 锚杆工 | 2 | 2 | 2 | 6 | ||||||||||||
| 5 | 掘进机司机 | 1 | 1 | 1 | 1 | ||||||||||||
| 6 | 放炮员 | 1 | 1 | 1 | 3 | ||||||||||||
| 7 | 绞车工 | 3 | 3 | 3 | 9 | ||||||||||||
| 8 | 合 计 | 10 | 11 | 10 | 31 | ||||||||||||
| 序 号 | 项 目 | 单 位 | 数 量 | 备 注 |
| 1 | 工作面长度 | ｍ | 602 | |
| 2 | 荒 断 面 | ㎡ | 9.31 | |
| 3 | 净 断 面 | ㎡ | 8.13 | |
| 4 | 在册人数 | 人 | 31 | |
| 5 | 出勤人数 | 人 | 27 | |
| 6 | 出 勤 率 | % | 86 | |
| 7 | 循环进度 | ｍ | 0.7 | |
| 8 | 日 进 尺 | ｍ | 1.4 | |
| 9 | 月 进 尺 | ｍ | 180m | 按30d/月 |
| 10 | 锚杆消耗 | 根/ｍ | 15 | 帮+顶 |
| 11 | 锚带消耗 | 根/ｍ | 2 | 帮+顶 |
| 12 | 网的消耗 | 片/ｍ | 2 | 帮+顶 |
| 13 | 药卷消耗 | 个/ｍ | 43.33 | 帮+顶 |
| 14 | 火药消耗 | Kg/ｍ | 6.37 | |
| 15 | 雷管消耗 | 个/ｍ | 25 | |
| 16 | 工 效 | ｍ/工 | ||
| 17 |
一、灾害预防
1、预防瓦斯、煤尘、火灾的应急自救措施
遇有火灾，煤尘，瓦斯、或巷道内散发出有害气体事故时，要立即佩戴自救器，一律向进风方向组织撤人并及时汇报调度。
2、防止水灾的应急自救措施
工作面或巷帮有透水预兆时，或遇水灾事故时要立即组织人员向附近巷道高处撤退，迅速撤出事故地点。
3、防止巷道冒顶的应急自救措施
（1）遇有顶板事故时，未堵人员先撤离到安全地点，人员要及时向矿调度汇报，包括垮顶范围，被堵人数和位置，并积极进行抢救。
（2）在进行护救时，要安排有经验的老工人监视顶板变化情况，避免抢救人员受伤，抢救时由外向里进行，抢救时必须支设临时支护。
二、避灾快速反映及逃生路线
1、火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故的撤退路线
（1）工作面→轨道暗绞→皮带暗绞→±0运输大巷→主井→地面
（2）工作面→轨道暗绞→北翼安全出口
2、水灾、顶板撤退路线
（1）工作面→轨道暗绞→+40总回风巷→副井→地面
（2）工作面→轨道暗绞→北翼安全出口
附图 16 避灾路线示意图
三、报告顺序及组织求援
1、报告顺序：
现场人员立即报告井口调度，井口调度接到报告后，立即向井口值班领导及公司领导汇报，井口值班领导立即组织兼职救护队员到现场抢救；公司领导组织公司安监处、总工办等各专业技术人员到事故现场参加抢救工作。
2、处理事故组织及指挥部所在地：
公司总经理任总指挥，总工程师和主管安全、生产的副经理任副总指挥；由井长、兼职救护队员、安监处、总工办、机电厂等有关部门人员组成抢险救护队；选择最佳方案，以最快速度到达事故现场进行事故抢救。指挥部设在井口井长室。
3、其他未提之处，严格按照《煤矿安全规程》、及公司的有关规定执行。
第八章 安全技术措施
第一节 一 通 三 防
一、通风瓦斯管理
1、局部通风机入井前，必须经机电部门检查验收，合格后方可入井。局部通风机应定期检修和更换，凡在井下运行累计时间达半年以上的必须升井检修。
2、局部通风机必经由指定人员负责管理，保证正常运转
3、严格管理风筒，风筒吊挂平直。拐弯小于或等于90°的应设刚性弯头。一台局部通风机应用同一直径风筒，发现破口要及时修补、更换。风筒百米漏风率应控制在10%以内。
4、风筒出口到工作面距离不许超过5m。
5、安装局部通风机要求距轨道水平间距大于50㎝,离地高度大于30㎝。局部通风周围要清理干净，无杂物堆积。
6、局部通风机实行挂牌管理。局部通风机管理牌板应写明供风地点、局部通风机编号、功率、风筒长度、备用风筒数量、负责管理人员姓名、检查时间、风机入风量等。
7、局部通风机不得随意停、开，如遇突然停风，人员要及时撤至拉门子口以外入风流处，并设置栅栏、警标，严禁人员入内。恢复正常时，首先由瓦检员按规定排放瓦斯，经检查瓦斯浓度无问题后再进入工作地点，排放瓦斯严格按“排放瓦斯管理制度”执行。
8、掘进工作面若发生瓦斯积聚。其20m范围内，必须停止机械运转、切断电源，除处理瓦斯工作外，禁止进行其他工作。
9、瓦斯员每班巡回检查有害气体不少于3次，并要认真填写瓦斯牌板及瓦斯记录，每次检查的结果通知现场工作人员。
10、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，停止打眼、严禁放炮。瓦斯浓度达到1.5%时或二氧化碳浓度达1.5%时，必须撤出人员，切断电源，进行处理。
11、局部通风机必须设“风电闭锁”及“瓦斯电闭锁”装置。实行双风机、双电源。并必须保证其工作正常。
12、局部通风机故障时，该局部通风机通风范围内应停止工作，人员必须撤到全风压通风处，待故障被排除恢复通风后方可恢复工作。
13、要爱护瓦斯监测设备，不准随意移动和损坏瓦斯监测传感器。发现瓦斯监测设备损坏，及时汇报调度，进行处理。
14、安全监控设备发生故障时，必须及时处理。
二、综合防尘
1、施工人员要戴好防尘口罩。
2、工作面各个转载点必须设置喷雾装置，
三、防灭火
1、消防火管路（1.5寸铁管），距工作面不准大于20m，加接软管至工作面。
2、电气设备必须完好，消灭鸡爪子、羊尾巴、明接头。
3、存放油处要按规定配备灭火器材（两个灭火器和一个装满砂子的不小于0.2m3的砂箱）。
第二节 顶 板
1、开工前，班队长先检查拉门点帮、顶情况，确认无问题后方可施工。
2、严格执行“敲帮问顶”制度（工作面必须备镐、撬棍等敲帮问顶工具）仔细检查帮、顶围岩情况，处理净浮石、危石，确保施工安全。
3、严禁空顶作业。靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。最大空顶距离不超过900mm，必须在有正式支护或临时支护下打眼。
4、敲帮问顶工作必须遵守下列规定：
① 敲帮问顶工作应有2名有经验的人员担任，一人敲帮问顶、一人观察顶板和退路。敲帮问顶时人应站在安全地点，观察人应站在敲帮问顶人的侧后面，并保证退路畅通。
② 敲帮问顶应从有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。
③ 敲帮问顶工作人员应戴手套，使用长把工具，防止煤矸顺杆而下伤人。
④ 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、层理慢慢地处理下，不得硬刨强挖。
5、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散、视线清楚后，必须由班组长、爆破工、瓦检员首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆等情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况。紧好锚杆后，方可在前探梁的掩护下进入工作面敲帮问顶，清除帮顶悬矸危石，然后进行正式支护。
6、施工队组要经常检查巷道施工质量，发现锚杆数量不够、托板变形、缺少螺母、穿皮锚杆等不合格锚杆时，必须及时补打。
7、发现顶板压力大、顶板离层、托板变形、钢带断裂、网包增多、听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员。待压力稳定后，由外向里进行顶板维护。
8、该施工巷道可能经过断层，施工到断层附近，若顶板压力增大，发生片帮超过300㎜时，则必须在片帮处一侧加打一排锚杆。
9、每次进入工作面前，首先检查工作面10m范围内的支护情况，发现问题及时处理，确认安全后方可作业。
10、前探梁必须窜到掌子头，并且与顶板刹实。
11、顶板破碎或遇断层时工字钢棚架至工作面前掌子，钢带排距0.5m棚距1.0m，工字钢棚必须背紧刹实。
第三节 爆 破
1、爆破严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制。
2、严格执行“双锁”制度，火药箱与雷管箱上2把锁，放炮员与队长一人一把钥匙，装药前，共同开锁取出火药和雷管。
3、爆破母线连接、检查线路和通电工作必须由放炮员一人操作，排除母线故障可采用导通法，不得采用短路法进行试验。
4、装药时应注意以下各项：
（1）装药前，清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻推入，不得冲撞或捣实。
（2）装药时，炮孔应保持干燥，炮孔有水时应使用防水袋。
（3）堵炮泥不可加压太重，以免药卷密度增大，影响起爆。
（4）每个药卷聚能穴端必须指向下面的殉爆药卷，装雷管的药卷必须装在最末位，不准装盖药。
5、封堵炮眼时，必须按规定使用水炮泥。
6、不准放糊炮和利用残眼装药爆破。
7、工作面必须有洒水消尘设备，并严格执行爆破前后20m范围内洒水，消尘制度，无水或无水炮泥时不准装药爆破。
8、严禁明火放炮。
9、放炮时，由队长亲自布置放炮警戒，并挂好警戒绳，警戒距离：直线距离70m以上，有拐弯巷道，人员撤进拐弯内5m以上时，但警戒距离不小于50m。
10、爆破后，待工作面炮烟被吹散，必须由班组长、爆破工、瓦检员首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况，发现问题，立即处理。
11、炮眼深度小于0.6m，不得装药起爆，如果底鼓、刷帮、挑顶、爆破大块岩石时，必须采取以下安全措施：
（1）浅眼每一个眼装药量不得超过150g，眼数不超过10个。
（2）炮孔用炮泥封满填实。
（3）爆破前要在爆破地点20m范围内洒水，并检查瓦斯浓度小于1.0%时，方可起爆。
（4）维护好爆破地点10m范围内的支护及各种设施。
12、爆破如遇瞎炮，执行如下措施：
（1）由于母线不良造成的拒爆，可重新边线起爆。
（2）在距拒爆炮眼0.3m以外另打与其平行的新炮眼，重新装药起爆。
（3）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。
（4）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。
（5）在处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
13、处理拒爆、残爆时，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。
14、严格执行爆破材料领退制度，剩余的火工品必须交回火药库，严禁乱扔乱放。
第四节 防 治 水
掘进时，发现探眼中有水渗出，煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋头水加大、底鼓或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须立即停止工作，采取措施，撤出所有人员，及时汇报调度。
第五节 机 电
1、巷道内开关上架并排列有序，电铃、电缆线路悬挂符合要求。
2、漏电保护每天试验一次（127V信号照明综保每天试验一次），各类连锁（风电、瓦斯电、风机、双电源）必须班班检验，发现问题及时处理，并做好记录。
3、井下隔爆电器设备必须完好，电缆接头杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头，电缆严禁出现破口。“五小”电器要严格按标准管理。
4、井下不准带电检修、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%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部安有放电装置的，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“有人作业，不准送电”的警示牌，只有执行这项工作的本人才有权取下此牌送电。
5、严格执行 “谁停电，谁送电”制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。
6、机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。
7、电缆吊挂必须使用电缆钩，电缆悬挂高度距底板1.8m,电缆吊挂要平直成线，下垂度不能大于30mm，电缆不应悬挂在风管、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。
8、电缆的连接应符合下列要求：
(1) 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。
(2) 不同型电缆之间严禁直接连接，必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。
(3) 同型橡套电缆之间直接连接时，必须遵守以下规定：
橡套电缆的修补连接（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。在地面热补或冷补后的橡套电缆，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。
（4）三台以上的电气设备必须设置局部接地极，应用面积不小于0.6㎡、厚度不小于4㎜的钢板或具有同等有效面积的钢管制成。
9、严禁甩掉、停用井下各种电气保护。
10、电缆引入装置接线嘴应完整、齐全、紧固，密封良好。
11、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，电钻用完后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。
12、各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。
13、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综合保护装置。每天必须进行试验，并做好记录。
14、每天必须进行风电闭锁、瓦斯电闭锁试验，并做好记录。
第六节 运 输
1、各类运输设备操作司机必须经过专业培训，持证上岗。
2、严禁任何人员蹬车。
3、该施工巷道为上山巷道，巷道内必须设置行车信号灯，并严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。
4、每次拉放车前，必须仔细检查绞车的固定情况及回头轮顶子固定情况、钢丝绳质量、回头轮稳固情况以及挡车器是否好使、绞车制动是否可靠等，确保安全生产。
5、绞车的钢丝绳要求无弯曲、硬伤、打结、断丝，在滚筒上绳端固定要牢固，松绳至终点滚筒上余绳不得小于三圈。断丝磨损程度不能超过钢丝绳横断面积的10%。
6、绞车牵引材料时，若发生拉不动现象，严禁强行硬拉。
7、上、下山巷道必须做到“一坡三挡”，中挡、阻车器、防跑车栏设置声光信号齐全有效，车辆通过后，挡车器应放回原位，并按规定使用。
8、绞车开车时，严禁用脚蹬绳或用手拨绳。严禁登空、重车。
9、各部绞车必须挂牌管理，注明绳径、挂车数、坡度等主要参数。
10、小绞车操作必须设有合格的护身板，小绞车钢丝绳每天必须由专人负责检查一次，不得超标。
11、小绞车运输时，司机要精力集中，在听清信号、无曲绳的情况下方可开车。
12、小绞车声光信号要设置齐全灵敏可靠，规定好拉放车信号，严格按拉放车信号作业。
13、绞车必须用四根2.2m锚杆固定在地板上，并用长3.0m以上的工字钢作戗顶子，通过锚链与绞车连接在一起。
14、每班作业前，对绞车的制动系统、连接系统、信号系统要仔细检查，返现问题及时汇报，及时处理。
15、小绞车一次拉车数量必须符合机电部门的计算结果，严禁超拉超挂。并且小绞车的最突出部位距铁道外沿不小于0.5m。
16、小绞车钢丝绳绳头必须使用桃形环，定期检查钢丝绳情况，发现问题，及时处理。
17、绞车必须在确认设备完好情况下，方可入井使用。
18、绞车使用回头轮子拉车时，回头轮子直径要求不小于钢丝绳直径的20倍。回头轮采用地锚加戗顶子。
19、启动绞车前，必须先确认安全，然后方可启动。
第七节 掘进机操作要求
1、该工作面落煤、装煤采用132型掘进机，机后用1吨矿车运煤(或矸石)。
2、掘进机司机必须经培训考试取得合格证后，持证方可上岗。
3、司机后，要对掘进机进行全面检查：
1）、迎头是否通风良好，水源充足，转载运输设备是否正常，巷道支护是否完好。
2）、掘进机各部件是否齐全、完整坚固。
3）、各电气按钮是否灵敏可靠，液压系统管路、各控制阀、马达、油泵、油缸等是否完好和有无漏油现象。
4）、截齿是否齐全完好。
5）、刮板输送机的刮板链条是否完好，张紧适宜，有无断裂、弯曲、链条错牙、跳链及少螺栓等现象。
6）、电缆是否有承受张力、绝缘层被损坏和漏电等现象。
7）、喷水管路是否畅通无阻和有无漏水现象。
8）、检查各电气操作开关、液压操作手把，使其处于预备开机的正常状态。
4、掘进机必须装有外喷雾装置，喷雾使用的水压不得小于1.5MPa，无水或水压低于1.5MPa时不准开机。开机前，瓦检员必须检查掘进机迎头风流中的瓦斯浓度，其浓度超过1%时不准开机。
5、开机前，必须发出警报。只有在铲板前方和截割臂附近无人时，司机方可启动掘进机。
6、掘进机行走时，司机要注意机体两侧的浮煤，以防抬高机体、降低断面高度。
7、开机时必须开冷却喷雾，掘进机前进进刀时，要将后支撑抬起方可前进进刀，当截割头进入煤壁后，将后支撑架放下后开始正常割煤(或矸石)循环截割深度为0.7m。调整速度时，注意机身的平稳，由慢到快，不能冲击。
8、截割时，司机要集中精力操作，控制好巷道截割面防止割顶割底。严格按设计的截割轨迹进行截割。当煤层割完后将掘进机后退2m，掘进机各种开关手柄恢复到停止位置，断开隔离开关后，人员方可到工作面进行打锚杆。打完锚杆上齐铁托板，将浮煤清理干净后掘进机再次截割底层矸石，做好煤岩分装。
9、掘进机前进时，由专人监护电缆、水管，不得承受自重以外的张力，以防止电缆、水管拉脱、拉坏。
10、交或停机时间较长时，将机组退后2.0m、截割头放在底板，切断掘进机隔离开关及跟机断路开关电源，并关闭水闸门。
11、检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。
第八节 其 它
一、质量标准化
1、施工应坚持一次成巷，工程质量符合“煤矿安全质量标准化考核评级办法”规定。严格质量标准化验收制度，对不合格工程段要及时处理，工程合格后方可继续施工。
2、在掘进过程中必须搞好文明生产，所有工具和材料都要码放整齐，挂牌管理。所有的管线都要吊挂整齐，保证巷道内无杂物、淤泥、积水。浮矸、煤不准超过轨枕上平面。
3、严格执行岗位责任制、岗位作业要讲究正规化和标准化。
二、拉门子和放交叉点措施：
1、拉门子前，开口处必须架工字钢棚。
2、拉门子口两侧10m范围内巷帮由于压力出现货兜时，先小面积拆开连网，将货兜内的煤矸适量放出后，重新补打锚杆。
3、拉门子时，要浅打眼（0.7m）、少装药（150g）、放单炮，必须用炮泥全封炮眼孔；必须打探眼。
4、放炮时必须执行“一炮三检”、“三人连锁放炮制”。
5、拉门子放炮前，队长必须亲自布置专人在距通往放炮地点的巷道内至少75m以外的安全地点放好警戒，并挂好警戒绳，禁止人员入内，发出信号后至少在等5s后方可放炮。
6、放炮结束后，由专人检查风筒、风水管路、电缆是否有破损，发现问题及时处理
7、放炮后，先观察顶板及周围的支护是否变化，不牢固的必须重新加固，确认安全后方可作业。
四、临时支扩及顶板破碎时安全措施：
1、拉门时要多打眼，少装药，放单炮避免大面积片帮及漏顶，造成空顶距离过大。放炮后要及时进行临时支护。
2、必须在敲帮问顶并进行临时支护后，方可进行永久支护，
3、为防止片帮，两帮支护要紧跟工作面，顶板破碎临时支护选用加打锚杆方式，视冒落情况而定。
4、每次放炮前必须重新加固好迎头10m范围内的支护。
5、瓦检员加强对施工地点的瓦斯、二氧化碳的检测，并做好记录。
6、当瓦斯涌出量加大，帮顶围岩出现异常，必须立即停止作业，并撤出人员及时汇报调度。由地质部门实际勘察，如存在危险必须先打探孔，做到先探后掘。
7、顶板破碎施工时，必须有2人在后方监护，一人观察顶板围岩情况，一人保证退路畅通无阻。
五、测试锚杆拉力安全措施：
1、测试前，先检查锚杆拉力器是否正常，如果缺油，要及时处理。
2、测试顶板锚杆时，上好连接锚杆拉力器后，人员必须撤离1m以外，才能开始测试。
3、测试时，在测试地点两侧1.0m处放警戒线，禁止人员入内。
4、在测试过程中，观察顶板是否有异常现象，如果发现异常，要停止测试，进行处理。
5、测试完毕后，如果发现锚杆失效，必须及时补打锚杆后，方可离开现场。
6、测试合格后，填写好锚杆拉力试验牌，悬挂在测试部位。
7、测试人员升井后，详细填写好测试数据，作好记录。
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