某礦風巷掘進作業規程

風巷掘進作業01manbetx 審批意見
同意按此01manbetx 執行，並補充如下意見：
1. 掘進距80米防水線50米時，由地質部門編製專項防治水措施。
2. 安裝小絞車如底板為全煤時要打好絞車基礎，用砼施工，水：水泥：黃沙=1：2：3。 絞車中線與軌道中線夾角不超過1.50，絞車前方安裝防跑偏裝置和安全防護裝置。
3. 按50米一組設置壓風自救裝置。
4. 水泵（包括備用泵）每班設專人檢查。
5. 為確保某礦風巷正常掘進，地測部門要根據1606采空區積水情況，及時製定疏水降壓方案。
6. 打錨索施工時，遇到錨索錨固範圍內有煤層時，必須及時補打托棚對巷道進行加固。
7. 某礦風巷跨-550m東翼北軌道石門及-550m東翼13煤回風反上山時，必須編製跨巷道安全技術措施。
8. 在某礦風巷內接2路108mm（4寸）排水管路，備用2台30Kw潛水泵，以便打鑽探放1606采空區內積水。
9. 巷道坡度超過70必須每隔40米在巷道下幫施工躲避硐室，規格同風巷絞車硐室目 錄
審批意見　 …………………………………………………………2
第一章　概況 ……………………………………………………5
第一節　　概述　………………………………………………………..5
第二節　　編寫依據　…………………………………………………..5
第二章　地麵相對位置及地質情況　 ………………………………………6
第一節　　地麵相對位置及鄰近采掘情況　…………………………..6
第二節　　煤（岩）層賦存特征　……………………………………..6
第三節　　地質構造　…………………………………………………..6
第四節　　水文地質　…………………………………………………..7
第三章：巷道布置及支護說明 ……………………………………………7
第一節　　巷道布置　　………………………………………………..7
第二節　　礦壓觀測　　………………………………………………..8
第三節　　支護設計要求　　…………………………………………..8
第四節　　支護工藝　　………………………………………………..9
第四章：施工工藝 ………………………………………………………………… 11
第一節　　施工方法　　……………………………………………….11
第二節　　掘進方式　　……………………………………………….11
第三節　　裝載與運輸　　…………………………………………….13
第四節　　設備及工具配備　　……………………………………….13
第五章：生產係統 ………………………………………………………………….12
第一節　　通風　　 ……………………………………………………13
第二節 壓風　　………………………………………………………14
第三節　 供水　　………………………………………………………14
第四節　 綜合防塵　　…………………………………………………14
第五節　 防滅火及隔爆　　……………………………………………14
第六節　安全監控　　…………………………………………………15
第七節　 供電　　………………………………………………………15
第八節　 排水　　……………………………………………………...15
第九節　 運輸　　………………………………………………………15
第十節　 照明、通信和信號　　………………………………………16
第六章：勞動組織及主要技術經濟指標　 ………………………………16
第一節　　勞動組織　　 ……………………………………………….16
第二節　　作業循環　　 ……………………………………………….17
第三節　　主要技術經濟指標　 　…………………………………….17
第七章：安全技術措施……………………………………………………17
第一節　 一通三防　　…………………………………………………17
第二節 頂板　　………………………………………………………18
第三節　 爆破　　 ……………………………………………………..19
第四節 　防治水　　 …………………………………………………..21
第五節　 機電　　 ……………………………………………………..21
第六節　 運輸　　 ……………………………………………………..24
第七節　 巷道撥門　 　………………………………………………..26
第八節　 防突及其它　　……………………………………………..26

第八章：災害應急措施及避災路線…………………………………………31
第一節　 災害應急措施　 　………………………………………….31
第二節 避災路線　 　………………………………………………32

附圖
巷道設計平（剖）麵圖（或示意圖）
地質平、剖麵圖（或綜合柱狀圖）
巷道支護斷麵圖
巷道臨時支護平、剖麵圖
炮眼布置三視圖
通風係統圖
安全監測係統圖
爆破警戒圖
供電係統圖
避災路線圖。第一節　　概述
工程名稱、用途及服務年限
此工程名稱是某礦工作麵風巷，其作用主要是為某礦綜采工作麵回風和運輸用。服務年限1年。
二、工程概況
1．簡要文字說明
某礦風巷西起某礦專用回風上山，東到6煤80m防水煤柱線，設計水平長度為1724.2m，西塊段沿6-1煤直接頂施工，東塊段夾矸增厚，6-1煤分為兩層，視夾矸厚度沿上層煤直接頂施工，施工方位角а＝105°。
2．工程概況表：

三、附：某礦風巷巷道布置及通風係統平麵示意圖
第二節　　編寫依據　
設計文件
　　〈〈某礦工作麵巷道布置圖〉〉，由新集二礦總工辦設計，圖號XHS-061034，比例1：2000，2006年9月25日批準。
地質說明書
　1.名稱：〈〈116108～136108工作麵掘進地質說明書〉〉，由新集二礦生產技術辦提供。
2.批準時間：2006年12月19日
礦壓資料
由於某礦工作麵位於E1808采空區下方，上部1606采空區，采動壓力未完全穩定。風巷掘進期間，受采空區采動影響，且6-1煤頂板變化較大，預計礦壓顯現較明顯。
四、其它技術標準、規範
　　1.《煤礦安全01manbetx 》（國家安全生產監督管理局於2004年11月3日發布，2005年1月1日起執行）。
2.《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法（試行）及執行說明》（國家煤礦安全監察局於2004年2月23日以煤安監辦字[2004]24號文印發）。
3.《新集二礦安全技術01manbetx 01manbetx 》，2004年7月下發執行。

第二章　地麵相對位置及地質情況　
第一節 地麵相對位置及鄰近采掘情況
一、地麵位置
　 某礦工作麵地麵對應於05線～09線之間的湖中島、西肥河大壩和部分農田區。
二、井下位置及四鄰采掘情況
西起-550m東6煤皮帶上山，東至6煤80m防水煤柱線，風巷距1606工作麵（2006年8月回采完）15m，北部1610工作麵未布置。工作麵上方對應8煤的E1808（2002年回采），11-2煤的1102（2000年回采）、1104（2003年回采）工作麵。
第二節　　煤（岩）層賦存特征
一、煤（岩）層
1.6-1煤：黑色亮煤為主，粉末～碎塊狀，富含鏡煤條帶，厚度較穩定，工作麵東塊段6-1煤層普遍含有一層夾矸，夾矸厚0～0.7m，由西向東夾矸逐漸增厚。工作麵西塊段，當6-1煤層夾矸厚度大於0.7m時，煤層分岔，上層煤定為6-1煤上煤層，6-1上和6-1煤之間的夾矸岩性主要為深灰色的泥岩，厚度範圍在0.8～3.4m，一般為2.1m左右，07線位置厚3.4～2.0m，08線往東厚0.8～1.6m。
2.直接頂：泥岩，厚度2.2～6.2m，平均4.4m，灰～灰黑色，泥質結構，向東逐漸轉化成砂質泥岩結構，局部夾粉砂條帶。
3.直接底：粉砂岩、細砂岩，厚度2.5～7.5m，平均5.0m，粉砂岩、，薄～中厚層狀，局部夾有細砂岩。泥岩、灰色，薄層狀，泥質結構，局部夾泥質薄層及一條薄煤線。
4.老底: 粉砂岩、細砂岩，厚度8.8～16.2m，平均12.5m，淺灰～灰色，薄～中厚層狀，以石英、長石為主，局部夾粉砂質薄層，水平層理。
5.瓦斯：5.924cm3/g可燃物（據0501鑽孔資料）。
6.煤塵具有爆炸性。
7.6-1煤有自然發火危險，發火期為3～6個月，屬較易自燃煤層。
8.地溫：本片為地溫異常區，平均地溫梯度3.4℃／百米，工作麵煤體原始溫度33℃。
9.普氏硬度（f）：煤層0.65，夾矸2.5，直接頂2.5，直接底4.5。
二、綜合柱狀圖
附後。
第三節　　地質構造
概述：某礦工作麵為總體上呈傾向北、走向近東西的單斜構造，煤層傾角在4°～12°之間，工作麵內煤層平均傾角8°左右。由於受井田區域構造的影響，工作麵斷層、褶曲及裂隙較發育，局部頂板破碎，煤層厚度及產狀有一定的變化，對采掘有一定的影響。預計某礦工作麵風巷分別掘進到：
1）360 m時揭露物F6106-2正斷層，傾向165°，傾角25°，落差3.0m。
2）364 m時揭露物F6106-3正斷層，傾向170°，傾角45°，落差2.3m。
3）1080 m時揭露物F6106-4逆斷層，傾向165°，傾角10--20°，落差0.6m。
4）1300 m時揭露物F6106-5正斷層，傾向150°，傾角35°，落差4.2m。

第四節 水文地質
本工作麵位於E1808采空區下方，但由於采空區下距6-1煤平均41m左右，因此采空區水對某礦麵掘進一般不會造成大的影響，但在掘進過程中須對水體進行探放。6-1煤頂板砂岩平均厚13m，裂隙不發育，富水性弱。預計掘進過程中揭露頂板裂隙發育處或斷層處，會出現淋、滴水現象。預計風巷切眼位置接近80 m防水煤柱，應防夾片地層水的危害。巷道部分地段淋水現象較嚴重,巷道低窪處挖水池，並設泵排水。由於風巷距1606（2006年8月回采）工作麵較近，淨垛距僅10米，因此，1606采空區水是某礦風巷掘進的一大隱患，在掘進過程中須提前探放1606采空區積水，疏水降壓，方可繼續掘進。並為以後工作麵安全回采提供保障。

第三章 巷道布置及支護說明
第一節　　巷道布置
一、巷道布置
1.巷道布置在6-1煤中。
2.施工方位角а＝105°。
3.開口位置在某礦專用回風上山東幫與某礦風巷聯巷交叉處。
二、巷道斷麵形狀及斷麵尺寸 (見附圖)
1.錨網索支護：矩形斷麵,設計尺寸為：淨寬4.2m，淨高2.8m，淨斷麵11.76m²。
掘寬4.4m，掘高2.9m，掘進斷麵12.85m²。由於施工期間考慮側壓影響，施工時可以按分中放大150mm施工。
2.架棚支護：梯形斷麵，設計尺寸為：下底淨寬4.7m，上淨寬3.4m，淨高2.8m，淨斷麵11.34m2。下底掘寬5.04m，上掘寬3.7m，掘高2.97m，掘進斷麵13.02m2。由於施工期間考慮側壓影響，施工時棚腿下底淨寬可以按分中放大100mm施工。
3.風管、供水管、排水管掛在上幫，標準為：
3.1最下麵管子距巷道底板高度為1.8m，每隔4ｍ打一根幫部錨杆進行固定，采用抱箍方式吊掛，或者管接頭兩端100ｍｍ處用8#鐵線雙股吊掛。最小的管子在上麵，最大在下麵，管子的間距為150ｍｍ。
3.2所有的管路，每隔100ｍ設一管標，管標采用白底紅字，內容為用途、規格型號。
3.3所有的管路進行一次油漆防腐，供水管子表麵刷綠色漆；供風管子表麵漆黃色漆，排水管子表麵漆黑色防腐漆。
4.電纜吊掛下幫，標準：
4.1最下一根距底板不低於1.8ｍ，電纜鉤必須有5個以上鉤頭，鉤頭間距為1.0ｍ。
4.2電纜鉤內電纜的排列順序為：由下而上為高壓電纜到低壓電纜，不得交叉，高壓電纜與低壓電纜間距不小於100ｍｍ。
4.3各種小型電纜采用特製電纜鉤平行吊掛，不得交叉、捆紮吊掛。
5.風筒吊在上幫距離頂板約300mm的距離，要求盡量平直、逢環必掛。
附：錨網支護斷麵圖、架棚支護斷麵圖

第二節 礦壓監測
一、觀測內容
錨網支護時，每隔50m設一頂板離層監測儀；每30～50m 巷道做一組錨杆、錨索抗拔力試驗。
二、觀測及抽查方法
1.離層儀安裝時，先用錨索機打一個6m深的孔，用安裝導杆安裝6m的細筒，再用導杆安裝2m的粗筒，最後安裝托盤。粗筒以托盤為參照物讀數，即內離層量，細筒以粗筒為參照物讀數，即外離層量。內離與外離之和即為總離層量。6-1煤頂板離層臨界值為：內離量12～16mm，外離量14～20mm，總離量26～36mm，如內、外離層量之一達到臨界值時，必須及時對巷道采取加固措施。
2.設一組錨杆、錨索抗拔力試驗時，隻要有一根錨杆或錨索的錨固力或抗拔力沒有達到設計要求，即視為不合格，必須再抽查一組，如仍不合格，則必須查明原因，並對該組錨杆或錨索前後30m巷道重新支護，直至抽查合格為止。必要時采取套棚、打托棚等特殊支護方法加固頂板。

第三節 支護設計要求
支護形式
根據巷道圍岩性質，充分利用礦壓觀測資料，依據施工現場實際情況選擇科學的支護設計，確定巷道支護形式。巷道斷麵設計：在頂板完整的情況下采用斜梯形斷麵、錨網索支護，在頂板破碎地點采用梯形斷麵、架棚支護。過地質構造帶或頂幫來壓顯著時，在原有的支護形式下套工字鋼棚或增打托棚。
支護材料
1、錨網支護材料：頂部選用φ20mm×2200mm的全螺紋鋼等強錨杆，120mm×120mm×10mm窩形托板，幫部選用φ18mm×2000mm普通全錨錨杆，100mm×100mm×8mm窩形托板；鋼帶選用d12mm圓鋼焊製的H型鋼帶；錨網為φ4mm鋼筋焊製的1000mm×1000mm鋼筋錨網；正常情況下錨索選用直徑15.24mm、長為6.3m的鋼絞線錨索，當錨索不能錨固到堅固岩層中時，合理加長錨索，最長不超過9.3m，選用300mm×300mm×10mm、150mm×150mm×10mm錨索托板；錨固劑選用Z2360型或Z2850型樹脂錨固劑；折幫顯著時可選用300mm×200mm×50mm木托板配合錨杆托板進行護幫。
2、架棚支護材料：選用梁長×腿長＝3.65m×3.15m礦用12#工字鋼棚，直徑30～40mm、長度700～800mm的搪材棍，笆片，鐵拉勾，木撐子，木刹等。
3、加強支護材料：選用長度3.0m，直徑不小於200mm的圓木托棚腿和4/5圓木托棚梁。
支護參數
根據某礦工作麵設計以及采用工程類比法，參照1606工作麵風機巷支護參數：
1、錨網索支護：頂板布置6根Φ20×2200mm等強錨杆，幫部布置8根Φ18×2000mm普通全錨錨杆，上幫5根，下幫3根，當頂板傾角小於6°時，兩幫錨杆均按4根布置。錨杆排距均為750mm，間距頂板和下幫為800 mm，上幫為700mm；錨索按雙排三花型布置，間排距3000×1500mm，如錨索錨固端在煤體中，應及時加長錨索，直至錨固端錨固在堅硬實體岩層中。 但錨索最長不超過9.3米。
2.架棚支護：架12#礦用工字鋼梯形棚，棚距500 mm，頂幫壓力大時架對棚，對棚棚距600mm。
第四節　　支護工藝
臨時支護
1.臨時支護的選擇
錨網支護：采用可伸縮式油壓安全帶帽點柱或圓木帶帽點柱進行臨時支護；架棚支護：采用金屬前探梁作臨時支護。
2.臨時支護的施工工藝
2.1錨網加錨索支護：即掘進後先進行敲幫問頂，找盡危岩浮矸，然後鋪好頂部錨網，及時將戴帽點柱打在迎頭空頂下，正常情況下最大控頂距不超過二排錨杆，即1.7米。如頂板不太好，最大控頂距不超過一排錨杆，即0.95米。
2.2架棚支護斷麵：掘進後先進行敲幫問頂，找盡危岩浮矸，後進入迎頭及時將前探梁竄到迎頭空頂下，其上方及時過上棚梁、接頂，以起臨時支護作用。其最大控頂距不超過二棚，即1.2米。在頂板漏頂、掉頂的情況下,控頂距不超過0.6米。

3.臨時支護的質量要求
3.1錨網支護：點柱必須打在硬底上，底板鬆軟時應穿木鞋，確保牢固可靠。柱帽選用1.0～1.2m長的方木（或木軌枕），厚度不少於100mm；點柱選用可伸縮式油壓安全點柱，柱體選用2寸鋼管和1寸半鋼管插接，有效支撐高度不低於2.6m，工作阻力不小於30KN，也可用長2000mm直徑200mm以上的圓木點柱。點柱要垂直頂板打。正常情況下柱帽垂直巷道走向布置，頂板不規整時柱帽方向可作適當調整，一柱一帽為一組，每次使用兩組。打帶帽點柱前必須先進行敲幫問頂，並檢查點柱完好狀況，損壞的點柱或構件要及時修理或更換。頂板永久支護完成後，才能拆除帶帽點柱。
3.2架棚支護：采用金屬前探梁做臨時支護，前探梁選用兩根22kg/m軌道， 每根前探梁長度4m，用三道錨鏈鎖固在棚梁上，最迎頭的棚梁不得作為前探梁的生根點。前探梁與錨鏈間用木楔楔緊，防止滑動，如超過10º的上下山施工時，前探梁要用鐵絲與後麵的永久支護連接牢固。竄前探梁前必須先進行敲幫問頂。施工人員站在有支護處作業，用笆片、搪材對前探梁上方的棚梁頂板進行支護。
永久支護
1.架棚支護：
安全檢查→竄前探梁→上棚梁→搪材、笆片過頂→刷幫→挖棚腿窩→栽棚腿腰幫。
2.錨網支護：
1.1錨網支護：安全檢查→鑽頂板錨杆孔→裝樹脂藥卷→攪拌並及時打頂板錨杆→加錨杆托板上緊鏍絲→刷幫出貨→打幫部錨杆。
1.2錨索支護：安全檢查→準備→鑽錨索孔→裝樹脂藥卷→攪拌錨索→上托板加壓。
3.永久支護的技術、質量要求
1 .錨網索支護：
1.1巷道設計分中淨寬為2.1m，考慮側壓影響分中可放大150mm，允許誤差0－150mm，在煤層鬆軟、遇構造片幫等情況，須首先施工護幫錨杆。對於片幫嚴重處，可靠幫施工一路一梁三柱托棚加強支護。設計淨高為2.8m，允許誤差0－50mm。
1.2頂部采用φ20ｍｍ×2200mm的全錨螺紋鋼等強錨杆，幫部用φ18ｍｍ×2000mm全錨普通錨杆。頂幫部錨杆鐵托板規格為120mm×120mm×8mm窩形托板。頂幫錨杆眼深分別為2100mm、1900mm。鋼帶采用H型普通鋼帶，用φ12mm圓鋼焊製成，鋼筋錨網規格為1000mm×1000mm。正常情況下，幫錨杆滯後頂板錨杆不超過6排。如幫部側壓大，有片幫時，幫錨杆滯後頂板錨杆不超過4排。
1.3錨杆排距750mm,間距頂板800ｍｍ，上幫700ｍｍ，下幫800ｍｍ。允許誤差±100mm。
1.4 相鄰錨網之間采用插接方式進行搭接。搭接處每隔200 mm用14#鐵絲雙股綁紮。或者在打前一排錨杆時，提前將後排的錨網壓接好。鋼帶與鋼帶、錨網與錨網搭接長度不小於100mm，鋼帶必須壓在錨網搭接處。鋼帶搭接處必須用打錨杆固定。
1.5 錨杆外露長度：露出螺帽10mm－30mm，錨杆與巷道輪廓線或岩麵垂直，其夾角不小於75°。托板要緊貼岩麵，螺帽要上緊。
1.6頂板等強錨杆施工時，采用ф27mm鑽頭、錨索機打眼，頂幫錨杆每眼配2卷Z2360型樹脂藥卷。頂板樹脂藥卷用錨索機攪拌，攪拌時間為30－45S，待10分鍾樹脂凝固後，再用錨索機旋進螺帽。幫部用風煤鑽打眼，ф27mm鑽頭、麻花鑽杆，每眼配2卷Z2360型樹脂藥卷。攪拌時間為30－45S，待10分鍾樹脂凝固後，用錨索機擰緊螺帽。頂部錨杆錨固力不小於100KN/根，幫部錨杆錨固力不小於50KN/根。
1.7 錨索采用直徑為15.24mm、長為6.3m的鋼絞線施工。如錨索錨固端在煤體中，應及時加長錨索；頂板錨索按雙排三花眼布置，單排錨索間距3000mm，每排距巷中750mm。
1.8 施工後的錨索外露長度不小於200mm，不大於300mm。
1.9施工錨索時采用錨索機配合φ27mm鑽頭打錨索孔，正常情況下孔深6米，當錨索不能錨固到堅固岩層中時，合理加長錨索，最長不超過9.3m，孔深9米,每個錨索孔采用3卷Z2360型樹脂藥卷，用錨索機充分攪拌30－45s，待半小時後，將錨索托板及錨具套在錨索上，采用YCD-180-1型液壓千斤頂加壓，使托板緊貼岩麵，施工錨索加壓時，油泵壓力達27－33Mpa,確保錨索預緊力在80-100KN之間。
1.10錨索托板采用正方形鋼板加工而成，大托板規格為300mm×300mm×10mm，小托板規格為150×150×10mm，采用兩塊托板疊加使用，大的在上，小的在下。
1.11 錨索正常情況下滯後迎頭15米，在頂板較破碎時緊跟迎頭。
1.12錨網支護時，當煤幫片幫深度超過300mm時，必須先貼幫進行錨網支護（可不要鋼帶），再按設計尺寸、永久支護的要求進行永久支護，即采用雙層支護方式，兩層支護間嚴密填實，錨杆螺母必須擰緊，螺母扭矩達100N.m。

2. 架棚支護：
2.1 設計：淨高為2.8米，允許偏差為0－50mm。上淨寬為3.4m，下淨寬為4.7ｍ，考慮側壓影響分中可放大150mm。分中允許偏差0-50mm。
2.2架棚規格為梁*腿＝3.65ｍ×3.15ｍ工字鋼棚，搪材笆片腰幫過頂，每棚用4道拉勾連成一體。超過10º上山施工，每棚增加5道木撐子，棚梁兩端及中間各一道，棚腿兩幫拉勾處各一道。且木撐子要有勁，並打成一條直線。肩窩必須接實，凡有空隙處用木楔刹緊。
2.3棚距為500mm。允許誤差±100mm。
2.4棚梁兩端水平度允許誤差不大於40mm，棚腿要求明暗一致。
2.5水平巷道棚子前傾後仰不得超過±10，傾斜巷道棚子迎山角為巷道坡度的1/6－1/8，允許偏差＋1°，不得退山。
2.6搪材笆片腰幫背頂時，每棚用笆片6片。搪材30組，每組2根並用，間距300mm，頂上用12組，幫部用9組。搪材長為800mm，直徑不小於30mm，無腐朽。
2.7頂和幫必須背實，有空隙處必須用半圓木或板皮、三棱木接實。
巷道（圍岩）加固措施
1. 錨網支護：頂板較破碎處可增加十字鋼帶加強支護。視頂板破碎程度不同可增加托棚或套棚加強支護，套棚規格采用3.65m×3.15m工字鋼棚，棚距500mm；一梁三柱托棚加強支護，托棚施工在巷中偏上幫450ｍｍ，托棚梁采用直徑不小於200mm、4/5圓木，腿采用直徑不小於200mm的圓木，梁長3.0m，腿長3m。套單棚不能滿足需要時套對棚，對棚棚距0.6ｍ。
2. 架棚支護：頂板壓力大處架對棚及打一梁三柱托棚支護（規格同上），對棚棚距0.6ｍ。
後附：巷道支護斷麵圖
　　巷道臨時支護平、剖麵圖
第四章：施工工藝
第一節　　施工方法　
一、施工順序
綜掘機掘進→出貨→臨時支護→永久支護、夠打錨索位置打錨索、清理釘道→管線安裝吊掛
爆破掘進→出貨→臨時支護→永久支護、夠打錨索位置打錨索、清理釘道→管線安裝吊掛

二、施工方法
1.正常施工方法
1.1掘進方案：按地測部門給的中線，西塊段沿6-1煤直接頂掘進施工，東塊段沿6-1上層煤直接頂施工。
1.2掘進方式：某礦風巷采用綜掘機、風搞、手鎬配合掘進，遇構造綜掘機不能掘進時采用放炮掘進，刮板機、皮帶機聯合運輸，多工序平行、交叉作業，一次成巷的施工方法。
2.撥門施工方法
撥門施工，因某礦風巷撥門處為錨網支護，可施工錨索吊梁對頂板進行加固處理，故可直接撥門，撥門後，須將上幫拐角處用橫向鋼帶及錨網包好。
3.過斷層破碎帶施工方法
3.1過斷層破碎帶，如綜掘機不能破岩時，必須采用放炮作業。
3.2采用邊掘邊探的方法探明斷層的產狀，視斷層的性質及落差情況找煤。
3.3工作麵見斷層後，應視斷層產狀適當挑頂或破底，使巷道盡量少托頂煤或破頂掘進，應趁勻巷道度數；如前方煤在上方，則從迎頭向後退5米，挑頂；如前方煤在下方，則從迎頭向後退5米，臥底。上下山坡度控製不超過15度。斷層落差大於1.5米時，另編製過斷層專項安全技術措施。
第二節 掘進方式
一、機掘施工
1、設備配備及布置
工作麵配備一台EBJ-120型綜掘機掘進，布置在迎頭，經轉載皮帶向後麵的皮帶機出貨。







1．錨網索支護：
錨網支護：安全檢查→綜掘機掘進、出貨 → 安全檢查臨時支護→ 打頂板錨杆→刷幫出貨→打兩幫錨杆。
錨索支護：安全檢查→準備→鑽孔→攪拌錨索→上托板加壓(滯後迎頭5～15m平行作業)
2．架棚支護：安全檢查→綜掘機掘進、出貨→安全檢查→臨時支護（竄前探梁，上棚梁，過頂）→刷幫、栽棚腿腰幫。
3.截割方式
沿巷道中心線分兩步截割，第一步截割中線東幫，第一刀從上向下沿“S”型路線來回截割，第二刀從上向下刷直煤幫，然後將底板掃平；第二步截割中線西幫，方法同上。當頂板破碎時，可在第一步割煤完成後，先對頂板進行支護，然後再進行第二步割煤工序。附：綜掘機截割線路圖　　　　　　
二、炮掘施工
（一）、鑿岩設備及工器具
配備MQT－110型氣動錨索鑽機，7655型鑿岩機，風鎬，手鎬，鐵錘，鐵鍬，風煤鑽等。
（二）、工藝流程
1.錨網索支護：
錨網支護：安全檢查→延刮板機→打眼→裝藥、聯線→放炮→安全檢查→出貨→ 安全檢查臨時支護→ 打頂板錨杆→刷幫出貨→打幫錨杆。
錨索支護：安全檢查→準備→鑽孔→攪拌錨索→上托板加壓(滯後迎頭5～15m平行作業)
2.架棚支護：
安全檢查→延刮板機→打眼→裝藥、聯線→放炮→安全檢查臨時支護→刷幫出貨→栽棚腿腰幫。
（三）、炮眼布置
1.爆破條件
炸藥種類 礦用三級含水乳膠炸藥 掘進斷麵 錨網支護 12.85m2
架棚支護 13.02m2
雷管型號 毫秒延期電雷管 循環進度 錨網支護 1.5m
架棚支護 1.0m
2.炮眼布置 附：炮眼布置三視圖
3.附：爆破說明書
第三節 裝載與運輸
某礦風巷采用綜掘機自動裝載，輔助人工采用鐵鍬清理出貨。在某礦風巷內依次安裝兩部SSJ－800型膠帶運輸機，每部長900m，某礦風巷聯巷內安裝一部90m長的SGB-420型刮板運輸機，然後轉載到東翼6煤軌道上山膠帶機出貨係統至主井煤倉。
第五章：生產係統
第一節 通風
一、通風方式
通風方式為壓入式。
二、通風係統
1.通風設施：2×30KW對旋式局部通風機、Φ700mm和Φ800mm抗靜電阻燃軟質風筒。
2.通風路線
新風：地麵→副井→-550進風石門→-550東大巷→-550東翼6煤下車場（後期一路：地麵→-450副井口-→461集運巷6→煤東翼集運巷→）→6煤東翼軌道上山→局扇→風筒→某礦風巷聯巷→某礦風巷迎頭。
乏風：某礦風巷迎頭→某礦風巷→某礦專用回風上山→1606專用回風上山→-450m東翼回風石門→-450東大巷→風井→地麵。
附：通風係統示意圖
風量計算及驗算
1.風量計算：
A、按瓦斯湧出量計：Q＝100*q*k=100*0.75*2 =150m3/min。
式中q為工作麵瓦斯絕對湧出量：0.75 m3/min，k為工作麵瓦斯湧出不均衡係數取2。
B、按人數計算：Q=4N=4*58＝232 m3/min。式中N為工作麵同時最多人數,，取58人。
C、按炸藥消耗量計算：Q=500A/t=500*9.6/16＝300 m3/min。
A為一次爆破最大裝藥量，9.6Kg,　t為放炮後等待時間，16min。
2.驗算：按最大、最小允許風速驗算
最小允許風量：Q≥60*0.25*S1=15*11.76=176.4 m3/min；
最大允許風量： Q≤60*4*S2=240*11.3=2712 m3/min
式中S1為巷道最大淨斷麵，取11.76m2。S2為最小淨斷麵取11.3 m2。
通過以上計算、驗算可知，某礦風巷施工期間選擇供風量應不小於300 m3/min。
四、風機選型及安裝
已知2×30KW對旋局扇：供風距離在1500m～2000m內，其供風量為320～200 m³/min。供風距離在1000m～1500m內，其供風量為400～260 m³/min。 而某礦風巷最長供風距離為1850m。通過以上計算：某礦風巷施工1000米以前,選用一台2×30KW對旋局扇供風就能滿足要求。但施工1000米以後，考慮風阻、漏風、巷道溫度等，實際供風量不能滿足要求，要加一路一台2×30KW對旋局扇供風，局扇均設在6煤東翼軌道上山內新鮮風流中。風筒選用Φ700mm（考慮風壓前300米為Φ800mm）的抗靜電阻燃風筒。
第二節 壓風
1.風源：地麵壓風機房。
2.壓風方式；地麵機房通過活塞式或螺杆式空氣壓縮機，經過管徑Φ219mm主供風管及風水分離器等輔助係統，到某礦工作麵風巷分供風管，向迎頭供壓風。
3.管徑、風壓：某礦風巷采用4吋供風管。到迎頭風壓要求不低於4.5MPa。
4.壓風路線：地麵壓風機房→副井→-550m軌道石門→-550東大巷→-550東翼6煤下車場→6煤東翼軌道上山→某礦風巷聯巷→某礦風巷迎頭。

第三節 供水
1.水源：-450m清水泵房。
2.供水方式； 通過水倉自然水位高差，經過主供水管道和分供水管道，由高水位向低水位供水。
3.管徑、水壓：采用4吋供水管。到迎頭水壓要求不低於4MPa。
4.供水路線：-450m清水泵房→副井→-550m軌道石門→-550東大巷→-550東翼6煤下車場→6煤東翼軌道上山→某礦風巷聯巷→某礦風巷迎頭。
第四節 綜合防塵及隔爆
1.文字說明
某礦風巷采用4吋防塵供水管路係統，在施工地點回風側30m巷道內設置三道覆蓋全斷麵的噴霧，每道噴霧間距為3～5m，各轉載點設置噴霧頭，綜掘機落煤、放炮前、後及出貨時噴霧打開，無塵時關閉。隨著巷道向前掘進，每50m設一處風水閘閥以便於灑水。在掘巷道每圓班要灑水滅塵一次，迎頭向後50m內及轉載點前後20m內每小班要灑水一次。距迎頭60～200m設一組隔爆水棚，總裝水量應確保不小於200L/m2。施工人員必須戴好防塵口罩，做好個體防護。
2.附圖
附：某礦風巷防塵係統示意圖
第五節 防滅火
1.防滅火消防供水係統：防塵供水管路兼作消防供水管路，各轉載點尤其皮帶頭裝備供水三通。
2.防滅火器材及存放: 每處防滅火器材主要有滅火器2台、沙箱一個、黃沙0.3m3、鏟子2把等。存放在各轉載點皮帶頭、機電設備硐室。

第六節 安全監控
1.監控裝置的安裝地點、數量及相關瓦斯濃度規定：
①甲烷傳感器電纜懸掛在電纜鉤上，距動力電纜不小於100mm。
②T1探頭懸掛在距迎頭3～5m範圍內，距頂板≤300mm，距幫≥200mm。T2探頭懸掛在某礦風巷撥門口向內距某礦專用回風上山10～15m處。
③灑水滅塵時，必須妥善保護好甲烷傳感器。
④斷電點及複電、報警點的瓦斯濃度：T1斷電點≥1.3%，報警點≥0.8%，複電點<0.8%；T2斷電點≥0.8%，報警點≥0.8%，複電點<0.8%；T1、T2斷電範圍：某礦風巷、聯巷及其回風巷內所有非本質安全型的電器設備（包括電纜），斷電後必須待瓦斯濃度降到0.8%以下時，方可人工複電。
2.監控係統路線布置
監測路線：某礦風巷迎頭探頭T1及某礦風巷撥門口探頭T2→東翼6煤軌道上山→東翼6煤下部車場→-550m東大巷→-550m軌道石門→副井→地麵監測主機。
附：某礦風巷監控係統示意圖

第七節 供電
1.供電路線：地麵35KV變電所→-550m進風石門→-550m中央變電所→-550東大巷→-550東翼6煤下車場→某礦機巷聯巷移動變電站→某礦風巷聯巷、某礦風巷各種機電設備。
2.供電方式：采用移動變電站供電。
3.電壓等級：660V、127V。
附：某礦風巷供電係統圖

第八節 排水
1．某礦風巷內設置二路（探放1606老塘水加設一路）4吋排水管路，排水管距迎頭不超過50m，風巷低窪處設水泱，用電泵或風泵排水。
2．排水路線：某礦風巷→某礦風巷聯巷→6煤東翼軌道上山→-550東翼6煤下車場排水溝→-550東大巷→－550m中央泵房→地麵。

第九節 運輸

1.運料係統：
某礦風巷及聯巷內鋪設22kg/m軌道，軌距600mm，軌枕間距700mm。
生產支護材料及機電材料等使用1噸礦車、叉車運輸，-550運輸大巷內用電瓶車牽引，進入-550東翼6煤下車場後，經6煤東翼軌道上山25KW絞車運至某礦風巷聯巷，然後經11.4KW對拉絞車運至某礦風巷料場。
路線：地麵→副井→－550m副井口→－550m進風石門→-550東大巷→-550東翼6煤下車場→6煤東翼軌道上山→某礦風巷聯巷→某礦風巷料場→迎頭。
2.運煤（矸）係統：
迎頭煤矸通過EBJ-120綜掘機鏟板耙爪，直接耙到綜掘機自帶刮板運輸機，通過SSJ-800型膠帶運輸機和SGB-420型刮板運輸機運到煤倉。某礦風巷內隨工作麵推進依次安裝兩部膠帶運輸機，某礦風巷聯巷內安裝一部刮板運輸機，再到6煤東翼軌道上山內膠帶運輸機。
路線：迎頭→某礦風巷→某礦風巷聯巷→6煤東翼軌道上山→-450m東翼6煤集運巷→6煤出煤聯巷→主井煤倉→主井→地麵。　　　

第十節 照明、通信和信號
一、照明
在某礦風巷聯巷、某礦風巷各裝載點、設備機頭硐室、絞車硐室安裝照明設施，配20W防爆日光燈，照明在常開狀態。綜掘機運行時使用好前後照明燈。
二、通訊
1.設施、位置：在某礦風巷迎頭向後50m內安裝一部直通調度室的防爆電話。
2.通訊路線：
礦調度室主機→地麵→副井→－550m副井口→－550m進風石門→-550東大巷→-550東翼6煤下車場→6煤東翼軌道上山→某礦風巷聯巷→某礦風巷迎頭。
三、信號
電絞、皮帶機、刮板運輸機等設備信號全部采用礦用隔爆型聲、光信號裝置，應確保這些設備安全、可靠運行。
使用ELP4-4型照明綜保集中控製。
第六章 勞動組織及主要技術經濟指標

第一節　　勞動組織
作業製度
1.作業製度：采用“三、八”製作業。
二、勞動組織圖表
“三、八”製

第七章：安全技術措施
第一節　　一通三防
1．通風管理措施
（1）局扇要有專人看管，風筒吊掛要平、直，逢環必掛，迎頭風筒不落地，風筒距迎頭全岩斷麵不超過10m，半煤岩巷道不超過8m，煤巷不超過5m。風筒破口要及時修補。
（2）施工作業人員應愛護局扇、風筒等通風設施。
（3）局部通風機必須指定專人負責管理，保證正常運轉，局部通風機必須裝有風電閉鎖，掘
進工作麵的電器設備實現瓦斯電和風電閉鎖。
（4）不準隨意停局扇，因檢修、停電等原因停局扇時，必須撤出人員，切斷電源。
（5）安設局部通風機時，通風機吊掛高度離底板應大於0.3m。
（6）局部通風機應實行“三專供電”即專用變壓器、專用開關、專用線路。
（7）嚴禁在無風或微風下作業。
2．瓦斯管理措施
（1）工作麵回風巷風流中瓦斯濃度≥0.8%或二氧化碳濃度≥1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員。等通風區采取措施處理，瓦斯濃度小於0.8%或二氧化碳濃度小於1.5%時才許進入工作麵。
（2）加強局部通風，風筒吊掛以及距迎頭的距離必須符合規程的要求，防止瓦斯積聚，當發生瓦斯積聚時，必須及時處理。
（3）局部通風機因故停止運轉，在恢複通風前必須首先檢查瓦斯，隻有停風區中最高瓦斯濃度不超過0.8%和最高二氧化碳濃度不超過1.5%，風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度不超過0.5%時，方可人工開啟局扇，恢複正常通風。
（4）當工作麵迎頭的瓦斯濃度達到0.8%時，應停止工作，進行處理。當瓦斯濃度達到1.3%時，切斷電源，撤出人員，進行處理。
（5）班隊長及電鉗工必須佩帶便攜式甲烷檢測報警儀。電鉗工打開電氣設備前必須檢查設備附近20米內的瓦斯情況，隻有瓦斯濃度低於0.5%時，方可打開。
（6）爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.8%時，嚴禁裝藥爆破。
3．防塵管理措施
（1）在施工地點迎頭向後30m設置三道能覆蓋斷麵的水幕噴霧，噴霧間距3～5m，綜掘機割煤或爆破時開霧滅塵。爆破前後及出貨時對迎頭20m範圍內巷道及岩堆灑水除塵。
（2）迎頭向後60～200m設置隔爆水棚一組，水量不低於200升/m2。各轉載點設置一道噴霧，每隔50m設置一道水閘閥。
（2）嚴禁打旱眼，打幫部錨杆眼時為保證樹脂錨固劑的錨固效果可以不帶水，但必須采取外噴霧降塵措施，爆破時必須使用水炮泥。
（3）定期（每小班）對整條巷道進行灑水滅塵。
（4）加強個人防護，作業人員應戴防塵口罩等勞保用品。
4．防火管理措施
⑴過斷層或破碎帶時，若發生冒頂，冒頂區範圍內現場要標明冒頂區的位置和高度，並及時通知通風區，建立高冒台帳。高冒區必須用不燃性材料接頂，否則必須經噴射砼封閉（噴砼措施另編）。
⑵井下使用的潤滑油、棉紗、布頭和紙等必須存放在蓋嚴的鐵桶內，並由專人定期送到地麵處理，不得亂扔亂放，嚴禁將剩油、廢油潑灑在巷道內。
⑶皮帶機頭處要設置消防器材，滅火器不少於2個，沙箱含沙量不少於0.3m³，消防軟管不少於50m，2把鏟子。
⑸電氣設備著火時，應首先切斷電源，在切斷電源前，隻許使用不導電的滅火器材滅火。
⑹嚴禁用水撲滅油類火災。
⑷任何人發現井下火災時，應視火災性質、災區通風和瓦斯情況，立即采取一切可能的措施直接滅火，控製火勢，並迅速向礦調度彙報。如果災害危及到人身安全且無法控製時，人員要戴好自救器，立即按避災路線撤離災區。
⑺若采用直接滅火時，人員應戴好自救器站在上風側安全地點，采取有效措施進行。

第二節　　頂板
一、一般規定
1．加強對頂幫的觀察和檢查，嚴格執行“敲幫問頂”製度，及時找盡迎頭危岩浮矸，鬆動的偽頂必須找掉。進行“敲幫問頂”作業時，一人找頂，一人監護，應采用長度不小於2m的釺子，按由外向裏、從頂到幫的順序進行。找頂時，找頂人員要時刻注意防止矸石順杆滑落傷人。
2．“敲幫問頂”後應首先進行臨時支護，防止頂板鬆動離層和墜矸傷人，並及時進行永久支護。永久支護時，人員必須站在有支護的頂板下操作，嚴禁空頂作業。
3．料場內必須備有接頂用料，各類半圓木3m3（φ200/2×1200mm或φ200/2×1500mm）一梁三柱托棚料6架，工字鋼架棚料10架。正常施工時不得用備用材料，接頂料用完後要及時進行補充。
二、架棚支護
1．最大控頂距不得超過1.2m，臨時支護方式采用兩根22kg/m的軌道（長度不小於4m）作前探梁，每根前探梁要用三道錨鏈（錨鏈采用不低於520型刮板運輸機的鏈條）鎖固，錨鏈長度據現場情況確定。掘進後進入迎頭執行完“敲幫問頂”後，及時竄前探梁 ，然後在其上放上棚梁、過頂，以起臨時支護作用。
2．架棚支護頂板破碎易漏冒時，在靠近迎頭第一架棚梁上以大於巷道坡度15o的仰角增打密集超前錨杆（全錨錨杆φ18mm×2000mm，間距300mm），或木撞楔（長×厚×寬=1500mm×70mm×50mm，間距300mm）進行支護，掘進時應逐棚施工。
3．出現大麵積冒頂時，必須待頂板穩定或漏成尖頂狀確認安全後，方可進行接頂工作。接頂前必須備齊接頂材料，清理好退路。 同時必須對冒頂區進行有害氣體監測、檢查，當瓦斯濃度超過0.8%時，采用風筒對冒頂區進行通風稀釋，使瓦斯濃度降到0.8%以下。接頂時要有專人觀察頂板，隊幹現場盯班。采用“井”字型垛式法進行接頂，必須接實頂幫。冒頂區成巷後要標明冒頂區的位置和高度，並及時通知通風區，建立高冒台帳。
4.嚴禁空幫、空頂、空肩窩，空頂處采用半圓木接頂，要求必須接實。
5.頂板壓力大處，可架對棚支護或打托棚加強支護。對棚棚距0.6m。
6．爆破時必須對爆破點向後10m的棚子進行加固，如果出現崩壞、崩倒棚必須先行修複後才能進入迎頭，修複時必須由外向裏逐架進行。
三、錨網支護
1.最大控頂距不超過1.7m，頂部錨杆必須緊跟迎頭，打頂部錨杆前，必須先在迎頭空頂處打上戴帽點柱作為臨時支護，點柱必須打在硬底上，底板鬆軟時應穿木鞋，確保牢固可靠。再由外向裏、由中間向兩幫逐排施工頂板錨杆。錨杆必須打一根錨固一根，上好錨網、鋼帶，緊固好螺母後再施工第二根。錨杆不得沿裂隙布置，不許穿皮。
2.頂板較破碎處可增加“十字”鋼帶加強支護，必要時可增加托棚或套棚加強支護，套棚規格采用3.65m×3.15m工字鋼棚，棚距500mm；一梁三柱托棚支護，托棚施工在巷中偏下幫200～500mm處。托棚應盡量垂直巷道頂板打足勁，棚腿要接到實底，虛底要穿木鞋，棚梁與頂板接觸部分用木楔楔緊，棚腿應明暗一致。
3.出現掉頂時，應將偽頂找淨，如掉至穩定的堅固頂板，則密貼頂板打錨網支護，即掉到哪錨到哪；若掉頂後頂板依舊破碎，打錨杆困難，可采用噴漿加固頂板，然後再打錨網支護，必要時架棚打撞楔通過冒頂區。
4.每施工30～50m做一次錨杆抗拔力試驗，每隔50m在巷道頂板設一組頂板離層觀測儀。
第三節　　爆破

1.應按爆破說明書布置雷管和炸藥，炮眼布置可根據工作麵實際情況做適當調整。全斷麵一次打眼，一次裝藥，一次爆破。嚴禁一次裝藥分次爆破。
2.爆破材料箱必須放在警戒線以外、頂板完好、無淋水、支架完整、避開機械、電氣設備的地點。爆破材料箱由放炮員負責看管，放炮時由班長指定專人看管。
3.嚴禁在殘餘炮眼內繼續打眼。
4.電雷管必須由爆破工親自運送，炸藥應有爆破工或在爆破工監護下由其他人員運送。領到爆破材料後，應直接送到工作地點，嚴禁途中逗留。
5.爆破材料必須裝在耐壓和抗撞衝、防震、防靜電的非金屬容器內。
6.炸藥、電雷管必須分裝分運，炸藥裝在工作麵專用的炸藥箱內，加鎖後放置在警戒線以外頂板完好、無淋水處，並遠離帶電導體。迎頭放炮時由生產隊派人看管，其它時間由放炮員看管。電雷管則采用小木箱裝好，由放炮員隨身保管。放炮員必須現場交接班。
7.發爆器的把手、鑰匙必須由爆破工隨身攜帶，嚴禁轉交他人。
8.發爆器采用MFB-200型。放炮線采用4mm²的專用放炮母線,放炮線不許與動力電纜掛在一起。
9.爆破時必須采用毫秒延期電雷管，雷管最後一段延期時間不得超過130ms，嚴禁跳段使用。炸藥為三級煤礦許用含水炸藥。裝藥方式為正向裝藥。聯線方式為串聯連接。
10.嚴格執行“一炮三檢”和“三人連鎖放炮製”。施工時設專職爆破工和瓦斯檢查工。
11.裝藥前必須用壓風掃眼，裝藥時用炮棍將藥卷輕輕推入，不得衝撞或搗實。
12.炮眼封泥應用水炮泥、粘土炮泥封實。嚴禁無炮泥爆破和全部以水炮泥代替炮泥爆破。炮眼的封泥長度必須嚴格按《煤礦安全規程》第329條執行。
13.爆破前，所有不裝藥的眼、孔都應用黃泥充填，充填深度應不小於爆破孔徑的1.5倍。
14.裝藥前和爆破前有下列情況之一的，嚴禁裝藥、爆破：
1)工作麵的控頂距離不符合本規程規定，或者支架有損壞，或者傘簷超過規定。
2)迎頭向後20m以內，未清除的煤、矸石或其他物體堵塞巷道斷麵1/3以上。
3)在爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.8%時。
4)炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低，有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散，透老空等情況。
5)工作麵風量不足。
15.嚴禁打眼與裝藥平行作業。裝藥、聯線必須由爆破工專職進行。
16.爆破警戒
某礦風巷爆破前須在所有通往爆破點的巷道內設置警戒，警戒點距爆破點的距離直巷不低於100m，拐彎巷道不低75m。附：某礦風巷爆破警戒示意圖
爆破前，嚴格按警戒布置圖布置警戒，警戒人員由跟班隊長親自安排到位，並將警戒線以內到爆破點巷道內所有人員撤到警戒線以外。警戒人員在沒有接到撤消警戒命令前，嚴禁擅離職守。警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩，實行三警戒。
斷電範圍：放炮前斷開某礦風巷BQD9-400饋電開關電源，切斷以下地點供電：
（1）某礦風巷迎頭及其回風流內所有非本質安全型電氣設備供電。
（2）某礦風巷聯巷內所有非本質安全型電氣設備供電。
17.掘進工作麵要加強局部通風管理，實行“三專兩閉鎖”，設專人管理局部通風機，保證連續正常運轉；嚴格通風管理，風筒吊掛平直、拐彎處設彎頭，發現破口及時修補或更換，保證工作麵風量滿足要求；工作麵及其回風流必須安裝瓦斯傳感器，監測瓦斯變化情況，隨時判別03manbetx 並采取相應措施。設專職放炮員、瓦斯檢查員，必須使用水炮泥，爆破前必須對放炮地點向後20m內巷道灑水滅塵、衝洗巷幫，並打開水幕噴霧。
18.專用放炮電纜掛在風水管側，如需掛在動力電纜側，距動力電纜應不小於300mm。
19.爆破前，所有人員撤到安全地帶，班組長布置好警戒後，方可進行起爆。放炮後至少等16分鍾後，先由瓦斯檢查員、班隊長、放炮員進入迎頭對瓦斯及頂板情況進行檢查，確認安全後，才能撤除警戒。
20.處理拒爆、殘爆時，必須在班組長指導下進行，並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，當班爆破工必須在現場與下一班爆破工交接清楚。處理拒爆時，必須遵守下列規定：
⑴由於連線不良造成的拒爆，可重新連線起爆。
⑵在距拒爆炮眼0.3m 以外另打與拒爆炮眼平行的新炮眼，重新裝藥起爆。
⑶嚴禁用鎬刨或從炮眼中取出原放置的起爆藥卷或從起爆藥卷中拉出電雷管。不論有無殘餘炸藥嚴禁將炮眼殘底繼續加深；嚴禁用打眼的方法往外掏藥；嚴禁用壓風吹拒爆（殘爆）炮眼。
⑷處理拒爆的炮眼爆炸後，爆破工必須詳細檢查炸落的煤、矸，收集未爆的電雷管。
⑸在拒爆處理完畢以前，嚴禁在該地點進行與處理拒爆無關的工作。
21.爆破前要把迎頭工具、設備撤出並掩蓋好。爆破地點向後20米的電纜管線落地並用舊皮帶包紮好。爆破點向後20米內的風水管路必須用舊皮帶包紮進行保護，以防放炮崩壞。
22.爆破最小抵抗線，煤巷不小於500mm,岩巷不小於300mm。達不到最小抵抗線時嚴禁裝藥放炮。
23.工作麵回風流中瓦斯濃度達到0.8%或CO2濃度達到1.5%時都必須停止工作，切斷電源，撤出人員，進行處理。

第四節　　防治水

1.某礦風巷內低窪處挖水倉，並設泵排水。
2.某礦風巷內4吋排水管路必須接到距迎頭50m以內，並與水泵出水管連接可靠。
3.工作麵或其他地點發現有掛紅、掛汗、空氣變冷、出現霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂板來壓、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、水色發渾、有臭味等突水預兆時，必須停止作業，立即報告礦調度室，發出警報，撤出所有受水災威脅地點的人員。
4.淋滴水較大地段的巷道應搭設防水雨棚將水引至水溝，改善作業環境，掘進時要經常清理水溝，確保水流暢通。
5.防治水必須堅持“有疑必探，先探後掘”的原則。
6.巷道掘進過程中需施工探放1606采空區水鑽孔，放出積水。嚴格按水文地測部門提供的資料進行施工。
第五節　　機電
1.機電管理措施
1.1機電設備要杜絕失爆，設備要掛專責牌，每天有專人檢查、維護，確保完好。檢修電器設備前，要檢查瓦斯濃度，大於0.5%，嚴禁打開設備。
1.2電氣保護，鋼絲繩檢查記錄齊全。機電檢修記錄齊全，圖紙資料齊全。
1.3局扇要實行三專（專用變壓器、專用開關、專用線路）供電，掘進工作麵所有非本安型電器設備要裝兩閉鎖（風電閉鎖、瓦斯電閉鎖）設施，當局扇停止運轉或瓦斯超限時，能立即自動切斷掘進工作麵所有非本安型設備的電源。
1.4不得帶電檢修和搬遷設備，嚴禁非機電人員拆卸機電設備。
1.5電纜、信號線、管路必須按要求吊掛整齊，開關要上架並靠幫安設。
1.6起吊、拆除、安裝設備時，必須由專人檢查所使用的工具是否完好，起吊點和工具是否有足夠的承載強度，不完好或不夠承載強度時不許起吊。起吊點能承載的拉力必須超過起吊重物的六倍。起吊時做到平、穩、緩慢，操作人員不能站在設備下方。並且起吊擺動範圍內嚴禁有人。
1.7嚴禁用人體重量來平衡被吊運的設備，嚴禁用手直接校正已吊設備張緊的吊繩、吊具。嚴禁用支護錨杆作為起吊點。必須專門打2根起吊錨杆作為起吊點，每根錨杆所能承載的拉力不得小於100 KN。架棚支護時，起吊點處要打托棚加強支護，采用40Ｔ錨鏈套在棚梁上作起吊點。
1.8起吊設備時必須設專人集中精力統一指揮，附近嚴禁無關人員逗留、通行、作業等。嚴禁起吊帶電的設備。
1.9檢修輸送機及在輸送機靠幫一側工作時，輸送機應停止運行。輸送機檢修時，必須將前級開關斷電，並掛停電牌。
1.10井下嚴禁拆開、敲打、撞擊礦燈，升井後必須及時將礦燈交還燈房。
1.11井下電工必須攜帶瓦斯便攜儀。
1.12防爆電器設備入井前，應檢查其“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”及安全性能。檢查合格並簽發合格證後，方準入井。
1.13井下照明和信號裝置，應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置供電。
1.14施工現場應懸掛供電係統圖。
1.15水幕噴霧回風側5m範圍內不得有電器設備。
1.16機電設備安設處要無淋水，頂板穩定安全。設備表麵要清潔幹淨。
1.17皮帶機、刮板機必須有可靠的液力偶合器，並裝入適量水介質。易熔塞齊全可靠，防爆片齊全可靠。
1.18嚴格停送電製度。放炮前迎頭設備停電閉鎖，並保護好，放炮後認真檢查，確認完好後方可送電。
1.19皮帶機、刮板運輸機的聯軸節每小班必須檢查一次。
1.20 某礦風巷內小絞車中心線與軌道中心線夾角不得超過1°30′，絞車前方必須設置柔性防護網及防跑車裝置。
1.21.各工種司機必須持證上崗。
2.皮帶機、刮板運輸機管理措施：
皮帶機、刮板運輸機司機必須持證上崗。每天必須安排專人檢查、維修，包機到人，杜絕機電失爆現象，確保皮帶機、刮板安全運轉，發現問題及時處理，嚴禁帶病運轉。
2.1皮帶機延接安裝順序
1）延長皮帶機中心線。
2）按皮帶機中心線安裝機頭架、卸載架。
3）安裝儲帶倉片架。
4）將牽引小絞車行至機頭向後2/3行走軌道處固定。
5）穿皮帶機下帶麵至機尾滾筒。
6）穿皮帶機上帶麵。
7）安裝機頭、機尾清掃器。
8）空載試運轉。
2.2 皮帶機安裝質量標準
1）機械性能符合設計要求。
2）機頭架、機尾架偏離皮帶機中心線最大不允許超過20mm。
3）所有托輥應運轉靈活，無卡阻現象。
4）轉載機運行軌道應平直，每節長度上的彎曲不得超過全長的5‰。
5）機尾架滑靴應平整，連接緊固可靠。
6）中間架應調平、校直，無開焊現象。中間架連接梁的彎曲變形不得超過全長的5‰。
7）牽引小車架無損傷、無變形，車輪在軌道上運行自如。
8）小車軌道無變形，連接可靠，行程符合規定。
9）牽引絞車製動裝置應操作靈活，動作可靠，閘瓦製動力均勻，達到製動力矩要求，鋼線繩無斷股，在滾筒上排列整齊，繩頭牢固可靠。
10）滾筒、滑輪無缺邊和裂紋，運轉靈活可靠。
11）機頭、機尾都必須裝設清掃器，清掃器調節裝置完整無損，清掃器橡膠刮板的高度不得小於20mm,並有足夠的壓力，與膠帶接觸部位應平直，接觸長度不得小於帶麵寬度的85%。
2.3 皮帶機管理：
1）做皮帶接頭時，必須使皮帶兩端頭的中心線在同一直線上。
2）皮帶機滾筒、托輥轉動靈活，軸承潤滑良好，機尾清掃器應牢固、有效。
3）機頭、尾要設有可靠、清晰、有效的信號係統。皮帶機操作按鈕靈敏可靠，並有延時啟動和語音報警功能。
4）皮帶機應安裝可靠的防跑偏裝置、防火保護裝置和滿倉保護等綜合保護裝置。
5）嚴禁人員乘坐皮帶機，皮帶機帶超長超寬物料應另行製訂專門措施。
2.4刮板運輸機鋪設及管理措施：
1）刮板運輸機安裝順序：
（1）安裝機頭，含驅動裝置，機頭、皮帶機尾高度差不小於500mm。
（2）安裝過渡槽。
（3）鋪設鏈條、連結環、刮板，M20×70緊固螺栓，從機頭方向向機尾穿。
（4）安裝中間溜槽時，先將溜槽底鏈條穿好，再逐節對好中間溜槽。
（5）安裝機尾，並將底鏈條翻過機尾滾筒。
（6）合好上鏈條用手拉葫蘆緊固，對接好上鏈條。
（7）機頭與機尾搭接長度不小於500mm，機頭最底點與機尾最高點的間距不小於300mm。
（8）嚴禁用點動電機的方式對接緊固鏈條。
2)、刮板運輸機安裝質量標準
(1)機械性能符合設計要求。移刮板運輸機時，嚴禁刮板運輸機自拉自。
(2)機頭架、機尾架與過渡槽的連接要嚴密，上下、左右交錯不得大於3mm.
(3)壓鏈器聯接牢固，磨損不得超過6mm。
(4)半滾筒、半鏈輪組合間隙應符合設計要求，一般在1～3mm範圍內。
(5)機頭軸、機尾軸轉動靈活，不得有卡碰現象。
(6)鏈輪與機架兩側間隙應符合設計要求，一般不大於5mm。
(7)護板、分鏈器無變形，運轉時無卡碰現象。抱軸板不得有裂紋，最大磨損不得超過原厚度的20﹪。
(8)刮板彎曲變形不得大於5mm。中雙鏈、中單鏈刮板長度磨損不得大於10mm。
(9)圓環鏈伸長變形不得大於設計長度2﹪。鏈環直徑磨損不得大於2～3mm。
(10)溜槽平麵變形不得大於4mm。
(11)焊縫不得開焊，中板和底板磨損不得大於設計厚度的30﹪。
(12)溜槽和過度槽的連接，上下錯口不得大於2mm，左右錯口不得大於4mm。
(13)溜槽搭接部分無卷邊。
(14)溜槽連接件不得開焊、斷裂。連接孔磨損不得大於設計的10﹪。
(15)溜槽槽幫上下邊緣寬度磨損不得大於5mm。
(16)鋪設刮板機時，要做到平、直，機頭、尾要加設牢固的壓車柱。壓車柱應選用直徑不小於200mm圓木，高度根據現場定，不得打在減速機上，壓車柱與頂板接觸部分用木楔楔緊。也可以打地錨固定，地錨為Φ18mm×2000mm全螺紋等強錨杆，機頭、尾兩側各打一根，每根用Z2360樹脂錨固劑兩卷並充分攪拌，地錨錨入硬底不低於1.2m，用不低於520鏈板機的鏈條配合連接環、螺栓將機頭或機尾連接牢固。
(17)必須安裝清晰、靈敏、可靠的聲光信號係統。
(18)定期進行檢查、維修，確保完好。機器運轉時發現故障或預兆時，應立即停車處理。
(19)掐接鏈條時，必須使用緊鏈器或手拉葫蘆，嚴禁用手直接掐接。操作人員要密切配合，並應躲開鏈條受力方向，以免斷鏈傷人。
(20)刮板運輸機耦合器必須裝設易熔式防爆片，並注入適量潔淨的水介質。
(21)及時清理機頭，機尾和兩側的浮貨。刮板運輸機外側應安設擋煤板。

第六節　　運輸
1.運輸打料係統聲光信號齊全、有效。工作時信號明確、清晰，並保證正常使用，絞車操作空間必須滿足安全需要。絞車前方必須設置牢固的防護網、防跑偏裝置。
2.“一坡三擋” 設置必須齊全完好，保持常閉狀態，確保使用正常。
3.斜巷打運，嚴格執行“行車不行人，行人不行車”製度，嚴禁蹬鉤上下。嚴禁人員跟車上下。處理掉道時，嚴禁人員站在礦車下方，絞車司機嚴禁離開崗位，嚴禁摘鉤頭處理上道，嚴禁動力複軌。
4.絞車要帶電操作，嚴禁放飛車。
5.在有坡度的巷道中嚴禁停放車輛，如確需中途停車裝卸物料，必須在不摘鉤的情況下用保險繩將礦車拴牢在軌道或專用地錨上，並在礦車下方打兩根牢固的撐木，撐木為直徑200mm以上的圓木。
6.開車前必須認真檢查絞車、鋼絲繩、保險繩、連接件，發現問題立即處理，隻有確認完好，確保安全後方許開車。
7.斜巷提升，材料要用綜繩或8＃鐵絲雙股捆綁牢固，以防打運中竄料,嚴禁超高、超寬、超重。
8.必須使用合格的保險繩、標準插銷和標準三環鏈。
9.絞車每次提升車輛數量必須按絞車參數牌板上的要求執行。
10.人力推車時，必須遵守下列規定：
ａ、1次隻準推一輛車。嚴禁在礦車兩側推車，嚴禁在礦車前方拉車。同向推車的間距，在軌道坡度小於或等於5‰時不得小於10m，坡度大於5‰時，不得小於30m。
ｂ、推車時必須時刻注意前方。在開始推車、停車、掉道、發現前方有人或有障礙物，從坡度較大的地方向下推車以及接近道岔、彎道、巷道口、風門、峒室出口時，推車人必須及時發出警號。
ｃ、嚴禁放飛車，嚴禁用車撞開風門。
ｄ、坡度大於7‰時嚴禁人力推車。
12.巷道內堆放材料，高度不超過1.2米，兩料堆之間留有1.0米寬以上的空間，到軌道的距離不低於500mm。
13．臨時軌道的裝運和鋪設要求
（1）裝卸軌道、道岔要配足人員，有人統一指揮，先抬起（放下）一端，再抬（放）另一端。不得猛摔。較重的要有人幫肩。
（2）裝車時，兩端要勻稱，裝正捆綁牢固，以便平穩運輸。人力推車時，禁止手扶車沿推車，車輛兩側不準人同行。
（3）道釘必須釘實，不得浮、離、歪、斜。上夾板時，不準用手指試眼。用大錘作業時，必須先檢查工具是否牢靠，打錘人和撬枕木人不準對麵作業，以免走錘、甩頭傷人。
（4）質量標準：軌距高差不大於10mm，軌道接頭間隙不超過10mm，內錯差不大於5mm，軌枕間距不大於700m ,構件齊全緊固有效。
14.絞車選型：
根據牽引力計算公式：
Fmax=n(W物重＋W車重)×（Sina＋u1COSa）+ W繩重×（Sina＋u2COSa）
其中：n――絞車所提車輛數
a――為斜巷最大坡度
u1――為車輪與軌道之間的摩擦係數，u1＝0.007－0.02，一般取0.015
u2――為鋼絲繩與地輥之間的摩擦係數，一般u2＝0.2
W繩重＝每米鋼絲繩的重量×所需鋼絲繩的長度
進行牽引力計算
1） 平巷對拉電絞選用11.4kw絞車。
2） 某礦風巷預計最大坡度150，長度為200m，預計一次拉重車兩輛，一輛重車載重加自重，總重最大為1.5噸，。計劃選用JD-11.4絞車，牽引力為1噸，鋼絲繩直徑為φ12.5mm，公稱抗拉強度1700Mpa，鋼絲繩最小破斷拉力總和為9.3噸。
牽引力計算
Fmax=W車物×(sinθ+u1cosθ)+W繩×(sinθ+u2cosθ)
=2×1500×(sin150+0.015cos150)+(54.12/100)×200×(sin150+0.2cos150)
≈819.9＋48.9
=868.8公斤< 1噸
安全係數9.3÷868.8/1000≈10.7>6.5
故風巷絞車可以選用JD-11.4KW，斜巷提升安全係數大於6.5，故鋼絲繩可以選用直徑為φ12.5mm。
3）6煤東翼軌道上山最大坡度10°，風巷打運長度170m，預計一次隻提一輛重車，重車1500kg，料車500 kg；計劃選用JD-25KW絞車,鋼絲繩直徑為15.5mm，公稱抗拉強度1700Mpa，鋼絲繩最小破斷拉力總和為21.9噸。牽引力為2噸。
根據牽引力計算公式：Fmax=n(W物重＋W車重)×（Sina＋u1COSa）+ W繩重×（Sina＋u2COSa）
其中：
n――絞車所提車輛數
a――為斜巷最大坡度
u1――為車輪與軌道之間的摩擦係數，u1＝0.007－0.02，一般取0.015
u2――為鋼絲繩與地輥之間的摩擦係數，一般u2＝0.2
W繩重＝每米鋼絲繩的重量×所需鋼絲繩的長度
進行牽引力計算：
Fmax1=n(W物重＋W車重)×（Sina＋u1COSa）＋W繩重×（Sina＋u2COSa）=1×（1500＋500）×（Sin10 º＋0.015COS10º）＋(121.8/100)×170×（Sin10º＋0.2COS10º）
=2000×0.188＋207.06×0.371≈376.84+76.94公斤=453.78公斤<2 噸
故可以選用JD-25KW絞車。
斜巷提升安全係數大於6.5，經計算21.9÷0.45378 =48.3>6.5，故可以選用直徑為φ15.5mm的鋼絲繩。

第七節　　巷道撥門
某礦風巷撥門處為錨網支護，采用錨索吊梁對頂板進行加固處理，可直接撥門施工。（見撥門施工及錨索吊梁布置圖）
1．撥門前先檢查撥門口前後5m的巷道支護情況，，發現問題應先行處理。先垂直某礦專用回風上山中線方向打錨索吊梁6根，間距1.5米，每根吊梁3.8米，用3根錨索吊固。
2.撥門按淨寬5.0米（上幫多刷0.8米）施工6米，作為風巷皮帶頭；施工2米後及時按垂直風巷中線打一根錨索吊梁，距風巷口邊1米；此段巷道距上幫800多打一路錨索。
2．撥門後兩幫的拐角處必須用橫向鋼帶包起來，並向兩側巷道延深3m，空隙處要用半圓木、板皮之類填實，頂板錨網搭接長度不得小於100mm。
3．施工中堅持“敲幫問頂”製度，找盡浮矸危岩。
4．撥門施工前必須保護好電纜、風筒及管線。
5．嚴格按測量所給方向線施工。

第八節　　其它
一、過斷層破碎帶頂板管理安全措施
1.施工中嚴格執行“敲幫問頂”製度。
2.過斷層時按礦地測部門提供的參考腰線施工。
3.施工前先將迎頭的雜物清理幹淨，材料碼放整齊，並備有足夠的接頂料。
4.頂板破碎、煤岩鬆軟時，采用架工字鋼棚支護，必須逐棚施工，打撞楔通過，撞楔可用木板製成，寬度不小於100mm，厚為40～50mm，前端削成三角形尖頭，也可用圓鋼或半圓杆，前端加工成三角形尖頭，以減少打入時的阻力，撞楔長度一般為1.5～2.5m。需托頂煤時，必須先打錨杆托煤。
5．撞楔要排嚴打入，以免漏頂，打擊撞楔時不要一次把一根撞楔打得過深，以每次把各楔依次打入100～200mm為宜，直至輪番分次打入到最終預定深度。
6. 斷層帶附近頂板結構變化，岩性破碎，必須加強支護。頂煤厚度不大時，可以直接挑盡頂煤後采用錨網支護，並采取以下措施，否則必須架棚支護。
1）錨索跟迎頭。
2）增加錨索密度，雙排三花改為三排五花布置。
3）頂板破碎時，破碎處噴漿防止頂板風巷剝離脫落導致錨杆失效。
7. 過斷層漏頂期間，加強隊幹跟班指揮，隊幹要密切注意圍岩情況，發現問題要及時彙報和處理。
8. 視斷層性質，及時補充過斷層專項安全技術措施。

二、設備硐室及絞車硐室施工措施
在某礦風巷內凡不能滿足運輸及操作空間的地點均需施工絞車硐室，以及根據現場施工需要施工機電設備硐室，施工位置須避開地質構造段和頂板破碎帶。絞車硐室與設備硐室規格相同。
1. 采用錨網支護，具體施工措施如下：
1）以綜掘機掘進為主，施工時輔以風鎬或手鎬落煤，人工出貨。沿煤層頂板掘進，若有偽頂須找淨。
2）硐室施工采用擴散通風。
3）施工質量與技術要求
硐室為矩形斷麵，淨寬3m，淨深2m，淨高2.8m。采用錨杆、錨網、鋼帶聯合支護的方式。頂部采用φ20×2200mm的等強錨杆，幫部采用φ18×2000mm等強錨杆，每根錨杆使用兩卷Z2360型樹脂錨固劑。錨杆托板、鋼帶及錨網規格與風巷相同。
4）錨杆間排距：頂、幫部均為750×750mm。
5）硐室拔門前沿拔門中施工一根錨索對頂板進行加固，硐室中部施工一根錨索。
6）絞車基礎采用地錨進行固定，地錨為φ18×2000mm普通錨杆，每根使用3塊Z2360型樹脂錨固劑進行全長錨固。
其餘施工參數參照某礦風巷相關要求。
2. 若風巷為架棚支護，則采用架棚支護，並扶抬棚：
1）撥門前在距風巷下幫原棚梁牙口500ｍｍ處及風巷中線位附近打上二架一梁三柱托棚，然後人工撤除撥門口處棚腿。
2）撤除棚腿時逐棚撤除，撤一架抬走一架，放在10米以外處放好。先在牙口裏側扶設好副抬棚，然後扶設主抬棚，抬棚梁要用8#鐵絲與原棚梁捆綁固定，不少於三道。
3）抬棚規格為12#礦用工字鋼，梁為3.25ｍ，棚腿為3.15ｍ。
4）拐角處必須用菱形網及半圓木背嚴背實。
5）撥門扶抬棚時技術員以上幹部一名必須跟班。
6）架設抬棚時，抬棚棚腿紮角為800 。
7）扶抬棚前，必須由班隊長首先檢查施工地點及周圍巷道安全情況，堅持敲幫問頂製度，發現問題及時處理，安全後方可再施工。扶抬棚期間，雜物及時清理幹淨，並保持退路暢通，扶抬棚期間必須由隊幹現場跟班。
8）在抬棚架設好後，在抬棚棚梁下中間附近打二根點柱，點柱為φ200mm圓木，扶抬棚時，隻準采用風鎬配合尖釺子進行刷幫，嚴禁放炮施工。
三、錨索施工安全管理措施
1.地麵截割錨索應安排3人以上同時操作，拆開錨索時操作人員應集中精力，通力協作，謹防鋼絞線彈出傷人。錨索應捆紮牢固後裝車，在井下取開時人員應避開錨索彈出的方向。
2.施工前，要檢查作業地點尤其是頂板的安全情況，發現隱患，必須處理完畢後方可開機作業。
3.施工前嚴格執行“敲幫問頂”製度，及時找淨施工點處的浮矸和碎石。
4.開機前要認真檢查風、水管連接情況，確保不漏水，不漏風。鑽機旋轉時，禁止用手觸摸旋轉的鑽杆。
5.錨索鑽機升起時，周圍不可有其他人員逗留，防止鑽機失控後倒地傷人；當鑽機收縮時，手不要握在氣腿上，以免擠傷手。
6.鑽孔時，不可使用太大的推進力，以防造成卡鑽和損壞鑽杆或鑽頭。
7.施工錨索時，操作人員不得站在錨索機下方作業，人員應站在錨索機旁邊的安全一側進行操作。
8.攪拌錨索可用風煤鑽或錨索機，推力不可太大，防止錨索滑出傷人。
9.距離巷道底板小於1.8m的錨索頭應加軟質防護套。

四、綜掘機管理措施
1.綜掘機技術指標及施工方法
1）EBJ-120TP型綜掘機：切割斷麵最大約18m2，最大切割高度3.75m，切割寬度5m，可經濟截割煤岩單向抗壓強度f≤60MPa，適應坡度160，外形尺寸(長×寬×高)8600×2100×1550mm，重量35t，截割部電動機功率120KW。遇斷層構造時，斷麵內含有堅硬岩石，或巷道坡度大於160綜掘機無法正常工作的情況下，可采用炮掘工藝施工。
2）截割頭的切割厚度取決於煤岩的截割阻力，以牽引油缸回路盡量不溢流、截割電機接近滿載、機器不產生強烈振動及落煤效率最高為原則，一般推薦為截割頭直徑的2/3。
3）截割頭在巷道工作麵上截割移動的路線，稱為截割程序。掘進工作麵截割程序的合理選擇，取決於巷道斷麵積，煤、岩硬度、頂底板狀況，有無夾矸，夾矸的分布等工作麵條件和技術規範。確定掘進工作麵的截割程序應遵循下述原則：
a.先沿底板自左向右割一刀排底，然後從工作麵上角鑽進，掘進半煤岩巷道時，應從煤中鑽進，再臥移切割至底板下角，再切底掏槽，增加自由麵；
b.切割斷麵，應自上而下進行以利於控製瓦斯的湧出速度。
c.工作麵的切割應注意煤或岩的層理，斷麵切割時應以左右橫掃切割為主，截割頭沿層理移動切割阻力較小。
附：綜掘機截割路線圖
2.綜掘機掘進施工安全技術措施
（1）施工前，首先執行敲幫問頂製度。
（2）綜掘機主司機必須持證上崗，嚴禁無證人員操作綜掘機。
（3）每次施工前，必須先檢查綜掘機周圍及迎頭的安全情況，發現問題必須及時處理。
（4）綜掘機起動前，必須提前發出警報，隻有在鏟板前方和截割臂附近無人時，方可起動綜掘機。在綜掘機運行範圍內，嚴禁進行其它工作和行人。綜掘機開動時，除主司機外，其他人員嚴禁站在綜掘機上作業。副司機應站在綜掘機左側急停按鈕處，用燈光輔助指揮主司機操作，當出現險情時應立即按下緊急停止按鈕，停止綜掘機工作。
（5）啟動油泵電機前，應檢查各液壓閥和供水閥的操作手柄，必須處於中位置。
（6）截割頭必須在旋轉情況下才能貼靠工作麵，不得帶負荷起動。
（7）截割時要根據煤或岩石的硬度，掌握好截割頭的切割深度和切割厚度，截割頭進入切割時應點動操作手柄，緩慢進入煤壁切割，以免發生紮刀及衝擊振動。
（8）機器向前行走時，應注意掃底並清除機體兩側的浮煤，掃底時應避免底板出現台階，防止產生掘進機爬高。
（9）調動機器前進或後退時，必須收起後支撐，抬起鏟板。
（10）截割部工作時,若遇悶車現象應立即脫離切割或停機,防止截割電動機長期過載。
（11）對大塊掉落煤岩，應采用適當方法破碎後再進行裝載；若大塊煤岩被龍門卡住時，應立即停車，進行人工破碎，不能用刮板機強拉。
（12）液壓係統和供水係統的壓力不準隨意調整，若需要調整時應由專職人員進行。
（13）注意觀察油箱上的液位液溫計，當液位低於工作油位或油溫超過規定值(70℃)時，應停機加油或降溫。
（14）開始截割前，必須保證冷卻水從噴嘴噴出。內噴霧水壓要求3 MPa，外噴霧水壓要求1.5 Mpa。
（15）機器工作過程中若遇到非正常聲響和異常現象，應立即停機查明原因，排除故障後方可開機。
（16）不得超負荷操作。
（17）控製綜掘機掘進循環進尺，錨網支護時不超過1.5米，架棚支護時不超過1米，割到位後將綜掘機退出，人站在安全地點，用長釬進行敲幫問頂，及時找淨迎頭的危岩、浮矸，臨時支護及時跟上。　
（18）綜掘機必須實行瓦斯電和風電聯鎖，並且綜掘機司機必須攜帶瓦斯便攜儀，如發現迎頭壓力變大，瓦斯湧出量異常情況時，要及時停機檢查。
（19）綜掘機保護齊全有效，並且靈敏可靠，遇淋水帶時要將綜掘機設備遮蓋好。
（20）司機嚴格按01manbetx 操作，停止掘進時，必須切斷電源。　
（21）在綜掘機非操作側，必須裝有能緊急停止運轉的按鈕。
（22）綜掘機必須裝有前照燈和尾燈並正常使用。
（23）綜掘機停止工作和檢修以及交班時，必須將綜掘機切割頭落地，並切斷電源開關和磁力起動器的隔離開關。
（24）綜掘機每次複電前，必須檢查綜掘機及有關電器和開關附近20米範圍內的瓦斯濃度，當瓦斯濃度小於0.8%時，方可複電。
（25）檢修綜掘機時，嚴禁其他人員在截割臂和轉載橋下方停留或作業。
（26）綜掘機維修期間，必須在控製綜掘機的饋電開關上掛停電牌，並設專人看守。
（27）迎頭遇岩石需放炮時，綜掘機最少退後15米並停電，對電纜等要妥善保護好，放炮後要仔細檢查，發現問題及時處理。
（28）綜掘機掘進時，保護好風筒和探頭，嚴禁施工人員站在切割臂上作業。
（29）當岩層硬度普氏係數大於7時，綜掘機不可強行切割，可采用放炮方式落煤。

五、ＥＢＪ—120綜掘機解體、打運以及井下組裝安全技術措施
1.綜掘機尺寸：
外形尺寸(長×寬×高)8600×2100×1550mm
單件最大重量：5.19噸
單件最大尺寸（mm）：2350×370
2.綜掘機解體順序
綜掘機入井前應在地麵解體後再裝車，解體順序為：液壓管路電控係統→油箱→泵站→切割部→回轉部→刮板機→鏟板→前後支撐部→行走部→主機架→其它。
3.打運路線
地麵機修廠→副井→-550m進風石門→-550東大巷→-550東翼6煤下車場→某礦機巷聯巷。大巷內采用電瓶車運送，其餘地點采用人工推車。
4.打運綜掘機措施
1）打運前必須檢查以下內容：
（1)聲光信號是否齊全，有效、清晰。
（2）綜掘機構件鎖固是否牢固、可靠、是否有超高、超寬、超重現象，重心是否偏移。大件封車用錨鏈鎖固，且不小於三道。
（3)打運路線軌道是否完好、軌道構件是否齊全、牢固，是否有陰陽道等現象。
發現以上問題必須先處理後方可打運。
2）在有坡度的巷道中嚴禁停放車輛。斜巷中礦車、叉車等掉道時，嚴禁摘鉤頭處理上道，嚴禁動力複軌。在處理上道時，要采取加固(掩車)措施，絞車司機必需堅守崗位。在錨網段掉道時，嚴禁用支護錨杆作起吊點，必須加打起吊錨杆。在架棚段掉道時，則加打一梁三柱托棚加強支護後，葫蘆方可吊掛在棚梁上。處理掉道人員不得站在掉道重物下麵（下方）及側麵。必須站在掉道重物上方進行處理。與處理掉道無關人員嚴禁通過。
3）打運綜掘機大件時，必須提前驗道，對於高度不夠地點，臥底處理。對於軌道質量不合格地點，穿道木加固。在打運期間備五噸葫蘆兩台。打運速度要緩慢，發現問題及時發出信號停車處理。起吊前必須檢查起吊點的支護質量，如不符合起吊要求必需采取加固措施處理。
4）必須堅持使用標準插銷和標準三環鏈。
5）人力推車時，必須遵守下列規定
ａ：1次隻準推一輛車。嚴禁在礦車兩側推車。同向推車的間距，在軌道坡度小於或等於5‰時不得小於10m，坡度大於5‰時，不得小於30m。
ｂ：推車時必須時刻注意前方。在開始推車、停車、掉道、發現前方有人或有障礙物，從坡度較大的地方向下推車以及接近道岔、彎道、巷道口、風門、峒室出口時，推車人必須及時發出警號。
ｃ：嚴禁放飛車。
ｄ：坡度大於7‰時嚴禁人力推車。
6)打運時必須保護好通風設施。
7）打運掉道時，隊領導必須現場指揮上道。
8）6煤東翼軌道上山最大坡度10°，風巷打運長度170m，預計綜掘機單件最大重量：5.19噸，平板車800 kg；計劃選用JD-25KW絞車,鋼絲繩直徑為15.5mm，公稱抗拉強度1700Mpa，鋼絲繩最小破斷拉力總和為21.9噸。牽引力為2噸。
根據牽引力計算公式：Fmax=n(W物重＋W車重)×（Sina＋u1COSa）+ W繩重×（Sina＋u2COSa）
其中：
n――絞車所提車輛數
a――為斜巷最大坡度
u1――為車輪與軌道之間的摩擦係數，u1＝0.007－0.02，一般取0.015
u2――為鋼絲繩與地輥之間的摩擦係數，一般u2＝0.2
W繩重＝每米鋼絲繩的重量×所需鋼絲繩的長度
進行牽引力計算：
Fmax1=n(W物重＋W車重)×（Sina＋u1COSa）＋W繩重×（Sina＋u2COSa）=1×（5190＋800）×（Sin10 º＋0.015COS10º）＋(121.8/100)×170×（Sin10º＋0.2COS10º）
=5990×0.188＋207.06×0.371≈1126.12+76.94公斤=1203.06公斤<2 噸
故可以選用JD-25KW絞車。
斜巷提升安全係數大於6.5，經計算21.9÷1.20306 =18.2>6.5，6煤東翼軌道上山故可以選用直徑為φ15.5mm的鋼絲繩打運綜掘機。

5.綜掘機組裝措施：
1）組裝綜掘機起吊時，必須首先保證起吊點有足夠的起吊高度和操作空間，在起吊點頂板打兩排專用起吊錨杆，錨杆為Φ20×2200mm的等強錨杆。每根錨杆用2卷Z2360型樹脂藥，每根錨杆錨固力不得低於100 KN。
2）起吊設備期間，必須由機電班長檢查所使用的工具是否完好，工具是否有足夠的承載強度，不完好或不夠承載強度時，不許使用，起吊點承載的拉力必須超過起吊重物的6倍，且起吊時，做到平、穩、緩慢。
3)嚴禁用人體重量來平衡被吊運的設備。不得站在重物上起吊，進行起吊作業時，不能站在重物下麵（下方）、起重臂下或重物運動前方等不安全的地方。隻能在重物側麵作業。嚴禁用手直接校正已吊設備張緊的吊繩、吊具。
4)起吊設備時，所有人員要精力集中，互相配合，且必須由機電隊長或跟班隊長統一指揮，起吊設備附近嚴禁無關人員逗留、通行和作業等。嚴禁起吊帶電的設備。
5）起吊設備前嚴格檢查起吊點前後5米範圍內的支護，檢查起吊點與設備的聯結情況。
6）井下綜掘機組裝時，各小型零部件應妥善保管，以免丟失、損壞。
7）起吊重件、大件時，在卸車、拆除起吊期間，必須采用5噸葫蘆兩台同時起吊，一台起輔助保護作用，另一台主要起起吊作用，起吊人員要遠離起吊重物的受力方向。
8)機電隊長、機電主管跟班現場指揮作業。
六、文明生產及煤質管理
1．文明生產
（1）巷道內材料、工具堆放整齊，材料要有標誌牌。現場掛設施工圖板，內容要齊全。
（2）巷內浮煤、矸要及時清理幹淨，做到無雜物、無積水、無淤泥等。
（3）管路和電纜吊掛整齊，各種設施要做到“五不漏”即不漏水、風、電、油、液等。
2．煤質管理
1.迎頭剩餘的支護材料和雜物要及時清理幹淨，不得進入出煤係統。
2.巷中的大塊矸石要揀出裝車，工作麵遇斷層或地質條件變化時，堅持分裝分運。
3.巷道頂板淋、滴水段，必須搭設雨蓬擋水，擋出的水用臨時水溝導入巷道低窪處水泱內，設泵排走。
4.各處的噴霧在非工作時應關閉，霧化不良的噴頭要及時更換。
5.嚴禁拉水煤。
第八章：災害應急措施及避災路線
第一節 災害應急措施
一.施工中堅持四條災害處理基本原則：
1.及時彙報。2.積極穩妥地開展自救 ，安全的消除和控製02manbetx.com 。3.戴好自救器，安全撤離。
4.妥善避難，自救互救。
二.各種災害02manbetx.com 的應急措施：
1.避災應急原則：滅、護、撤、躲、報。
2. 發生煤塵、瓦斯、火災災害時應急措施：
工作麵發生煤塵、瓦斯、火災災害時，一定要鎮靜，不要驚惶失措，所有人員應迅速戴好自救器，按照就近進入新鮮風流側的原則撤退，根據災害地點的火情狀況，靠近02manbetx.com 點回風側人員，應盡可能避開火勢繞過著火點，進入新鮮風區域中。在瓦斯、煤塵爆炸的瞬間，應就地俯臥在水溝中，將麵部及身體皮膚裸露部位盡可能浸在水中，等衝擊波過後，迅速戴好自救器，沿避災路線撤離災變現場。
3．出現瓦斯突出預兆和發生突出02manbetx.com 後的應急措施：
由班組長立即組織作業人員迅速戴好自救器，沿避災路線撤離，當避災路線受阻或其它原因不能撤退時，應就近進入避難設施進行避災，等待救援，同時向調度彙報。
4．發生突水預兆和發生水災事故後的應急措施：
應立即向礦調度室彙報，由礦調度室負責通知受水害威脅地點及附近工作人員，按避災線路撤到安全地點。打鑽時鑽杆出水，嚴禁拔出鑽杆。
5．發生冒頂事故的應急措施：
工作麵一旦發生冒頂事故，班、隊長首先將人員撤離危險區，積極采取針對性措施，組織現場人員自救、互救，同時應立即向調度室詳細彙報事故情況。

第二節 避災路線　
　二．避災線路：
1.避煤塵、瓦斯、火災、煤與瓦斯突出災害時，人員應立即戴上自救器，並按下麵避災線路迅速撤離：
假想事故地點→某礦風巷→某礦風巷聯巷→6煤東翼軌道上山→-550東翼6煤下車場→-550東大巷→-550進風石門→副井口→地麵。
2.避水災線路：假想事故點→某礦風巷→某礦專用回風上山→1606機巷聯巷→6煤東翼軌道上山→-450東翼6煤集運巷→6煤出煤聯巷→-450副井口→地麵。
附：避災路線示意圖
另本規程未盡事宜按《煤礦01manbetx 》、《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》、《01manbetx 》執行。