1301掘進工作麵作業規程

編號：JKYCKT 2005-55

濟寧礦業集團陽城煤礦
1301掘進工作麵作業01manbetx

措施名稱：1301工作麵切眼作業01manbetx
編 製 人：
區 隊 長：
施工單位：開拓工區
批 準 人：
編製日期：2005年10月20日
執行日期： 年 月 日

目 錄

礦審批意見 …………………………………………… 1
作業01manbetx 學習和考試記錄 …………………………… 4
作業01manbetx 複查記錄 …………………………………… 6
第一章 概況 ………………………………………… 7
第一節 概述 …………………………………… 7
第二節 編寫依據 ……………………………… 7
第二章 水文地質情況 …………………………… 8
第一節 地麵相對位置及鄰近采區開采情況……8
第二節 煤（岩）層賦存特征 ………………… 8
第三節 地質構造 ……………………………… 9
第四節 水文地質……………………………… 9
第三章 巷道布置及支護說明 ……………………… 10
第一節 巷道布置 ……………………………… 10
第二節 支護設計……………………………… 10
第四章 施工工藝 ……………………………………14
第一節 施工鑿岩方式 ……………………………14
第二節 爆破作業………………………………… 15
第三節 裝、運岩（煤）方式…………………… 16
第四節 設備及工具配備………………………… 16
第五章 勞動組織及主要技術經濟指標 …………… 17
第一節 勞動組織 ……………………………… 17
第二節 循環作業 ……………………………… 18
第三節 主要技術經濟指標 …………………… 18
第六章 生產係統 ………………………………… 20
第一節 通風係統 ……………………………… 20
第二節 防瓦斯防塵係統 ……………………… 21
第三節 運輸係統 ……………………………… 22
第四節 排水係統………………………………… 22
第五節 供電係統 ……………………………… 22
第七章 災害預防及避災路線 ……………………… 23
第八章安全技術措施……………………………… 23
第一節技術措施…………… ………………… 23
第二節 施工準備 …………………………27
第三節 “一通三防”管理……………… 27
第四節 頂板管理………………………… 29
第五節 爆破管理…………………………32
第六節 防治水管理……………………… 36
第七節 機電管理 ………………………… 36
第八節 運輸管理 ………………………… 40
第九節 其它 ……………………………… 45


礦 審 批 意 見













、

會審單位及人員簽字:
技術科： 年 月 日 地 測： 年 月 日
通 風： 年 月 日 安監科： 年 月 日
機電科： 年 月 日 調度室： 年 月 日
總工程師：
作業規程學習和考試記錄
負責人： 傳達人：
貫徹
時間 聽傳達人 貫徹時間 聽傳達人
年 月 日 姓 名 成績 備注 年 月 日 姓 名 成績 備注























作業規程學習和考試記錄
負責人： 傳達人：
貫徹
時間 聽傳達人 貫徹時間 聽傳達人
年 月 日 姓 名 成績 備注 年 月 日 姓 名 成績 備注























作業規程複查記錄
作業規程名稱
施工單位
複查時間
參加複查人員簽字
一、存在主要問題：

二、處理意見：

第一章 概況

第一節 概述
一、巷道名稱
本《作業規程》掘進巷道：1301工作麵切眼。
二、掘進目的及巷道用途
掘進目的是為形成1301工作麵生產係統，滿足1301采煤工作麵通風、行人、運料、出煤、管線敷設等的需要。
三、巷道設計長度及服務年限
巷道設計長度：180m。
服務年限：預計4-5個月。
四、預計開、竣工時間
經礦有關領導研究決定，本掘進工作麵自2005年11月份開工，預計2005年12月份竣工。

第二節 編寫依據
巷道設計說明書
《1301工作麵切眼施工通知單》；批準時間為2005年10月19日。
地質說明書及批準時間
《1301工作麵切眼掘進地質說明書》，批準時間為2005年10月19日。
三、礦壓觀測資料
無應力集中，礦壓壓力不大且相對穩定。

水文地質情況

第一節 地麵相對位置及鄰近采區開采情況

地麵相對位置及鄰近采區開采情況表 表一
水平名稱 -312水 平 采 區 名 稱 首 采 區
地麵標高（m） +39.4 ～ +41 井下標高（m） -380 ～ -420
地麵的相對
位置及建築物 地麵相對位於工業廣場保護煤柱東北，地表為農耕田，本工作麵掘進對地麵無影響。
井下位置及四鄰采掘情況
工作麵切眼井下位於首采區西部；東為1302工作麵，西部及北部為陽城壩斷層保護煤柱，南部為軌道暗斜井、皮帶暗斜井、回風暗斜井三條下山。
走 向 10° 傾向 100° 長 度 190m

待掘巷道地麵相對全部為農耕田，地勢平坦。地麵標高+39.4m～+41m。

煤（岩）層賦存特征

一、煤(岩)層產狀、厚度、結構、堅固性係數、層間距
該麵煤3為氣肥煤，據1301麵資料，煤層總厚6.0～ 9.0m，平均7.5 m ，煤層結構簡單，傾角11～19度。1301切眼沿3煤頂板掘進。3煤普氏硬度係數f=2.0～3.0，為穩定的厚煤層。
二、煤層瓦斯湧出量、瓦斯等級、發火期、煤塵爆炸指數
該煤層瓦斯相對湧出量為0～1.820cm3/g，平均為0.466 cm3/g，屬於低瓦斯煤層，煤塵具有爆炸危險性，煤層為不易自然煤層，根據臨近礦井開采資料，按自然煤層對待。 地溫為22C°，地梯溫度為1.86C°/100m，500～650m地溫已達26C°。


頂、底 板 岩 性 特 征 表 表二
頂底板名稱 岩層名稱 厚度 /m 岩 性 描 述
老頂 細砂岩 6.8 淺灰～灰白色，夾深灰色粉砂岩，層理發育，f=6～6.8。
直接頂 粉砂岩 1.5 淺灰色，薄層狀結構，破碎，富含水，底有一薄層你岩。
偽頂 泥岩 0.3～0.5 淺灰色，上部含砂質。
3煤 煤層 平均7.5m 黑色，以亮煤為主，夾暗煤條帶。
直接底 泥岩 0.6 淺灰色，含植物化石，夾煤條紋。
老底 中砂岩 8.5 深灰色，含大量細砂岩條帶。

附圖1：煤岩層綜合柱狀圖（1：300）
第 三 節 地質構造
根據物探資料，該工作麵構造簡單，切眼為一傾斜構造，煤岩層總體趨勢西高東低，傾角平均為11～19°。掘進過程中預計不會遇斷層，但揭露斷層或遇到破碎帶時須根據具體地質情況采取短掘短支並加強支護，必要時及時編製補充措施。
第 四 節 水文地質
一、水文情況：
影響掘進的含水層主要有陽城壩斷層保護煤柱及３煤頂板砂岩含水層，本含水層富水性弱，補給條件差。主要以靜蓄量為主。根據以往掘進情況看頂板有淋水出現，有裂隙或斷層時淋水會更大。同時掘進過程中加大排水力度，要求最大排水能力為100m3/h,並在切眼南端皮順低窪處順槽施工水倉，保證順槽的正常掘進。
二、防治水措施
1、在掘進過程中，應堅持“有疑必探，先探後掘”的防治水原則。
2、接近斷層時提前探放水；施工至陽城壩斷層保護煤柱線時，對該斷層施工鑽探，探測斷層的具體位置及富水、導水情況，以便合理留設斷層防水煤柱。
3、工作麵在施工過程中，應及時安設好排水設備，完善排水係統。

第三章 巷道布置及支護說明
第一節 巷道布置
1301切眼位於1301軌順、1301皮順北端，總長度180m;同時1301軌順在現斷麵及支護形式的基礎上按切眼斷麵及支護形式擴幫、支護，擴幫長度30m；具體布置見巷道位置布置平麵圖。
1、切眼斷麵設計： 矩形，淨寬7.2m，淨高3.0m；設計淨斷麵：21.6m2，掘進寬7.4m，掘進高3.1m；設計荒斷麵：22.94m2。
2、附圖：切眼斷麵圖
附圖：切眼平麵圖。
支護設計
一、臨時支護：
（1）放炮後，首先進行敲幫問頂工作，找掉頂幫活煤矸，檢查無安全隱患，立即鋪連網、上頂部鋼帶安設 3根前探梁。前探梁用吊環必須安設在牢固可靠的錨杆上，並上滿絲。前探梁用專用大木楔刹緊、刹牢，上下山施工須用鐵絲將探梁後端與巷道頂板網子（或者錨杆）拴牢。
（2）在臨時支護的可靠保護下由迎頭向外出矸，當高度滿足能安設頂錨杆（2.5m）時，出矸距離夠1排時應立即安設頂部錨杆。
（3）安設頂錨杆嚴格執行“先中間，後兩邊，由後向迎頭，打一棵，注一棵”的原則。
（4）前探梁臨時支護最大控頂距1.8m，最小控頂距0.5m。
（5）巷道掘進，最大空幫距1.0m。
（6）巷道掘進嚴禁空頂作業。
（7）臨時支護采用3根長4 .0m的11#槽鋼配合3個吊環（吊環由φ18原鋼及厚20mm的A3鋼板加工）及專用大木刹進行。
臨時支護圖見附圖四。
二、永久支護方式
結合我礦切眼實際並參照1301順槽支護形式采用類比法選擇支護參數：
根據運河礦-490m、-725m水平已安全順利掘進7個切眼的支護實際， 陽城煤礦1301切眼仍采用錨梁網配合單體鋼梁複合支護。
1、采用錨網配合φ100mm(長3150mm)單體液壓支柱、11#礦用工字鋼梁進行複合支護。超前支護采用超前剝采工作麵3m，即超前一根工字鋼加3棵單體支柱聯合支護的長度，具體見附圖
2、錨梁網支護材料、尺寸：
錨杆：頂部采用φ20×2200mm螺紋鋼錨杆，幫部采用φ18×1800mm螺紋鋼錨杆。
鋼帶：頂板導硐采用220×3500mm w形鋼帶。
菱形網：采用8#鐵絲編織而成，網格50×50mm。
連網絲：采用8#鐵絲加工成螺旋狀，每根長1000mm。
木托盤：B×L×H=150×150×50mm 柳木。
切眼斷麵具體規格尺寸、支護形式詳見斷麵圖五。
三、導硐斷麵
1、矩形，淨寬3.7m,淨高3.0m; 荒寬3.9m,荒高3.1m; 淨斷麵:11.7m2 ，荒斷麵:12.09 m2。采用錨網支護。
2、支護要求：
鑒於導硐斷麵與1301順槽斷麵一致, 導硐支護設計參照執行中國礦業大學能源與安全工程學院與運河煤礦技術部門共同研究製定的1302孤島工作麵沿空順槽支護技術方案。
a、該斷麵為矩形斷麵，錨梁網支護。
B、錨杆排距800mm,間距800mm，允許偏差50mm。
c、導硐頂部每排采用5棵φ20×2200mm鋼筋錨杆配合鋼帶及菱形網聯合支護，幫部用3 棵φ18×1800mm鋼筋錨杆及木托盤、菱形網聯合護幫。
D、錨杆托盤、鋼帶、菱形網密貼頂幫，頂、幫菱形網須用連網絲連為一體。
E、錨杆（除2棵角錨杆）盡可能垂直於頂幫岩煤麵，且與岩煤麵最小角度大於75度。
f：頂板錨杆孔放置ø23mm的中速Z2350樹脂藥卷3卷，藥卷長度總共為1.5m；兩幫每個錨杆孔放置ø23mm的中速Z2350樹脂藥卷2卷，藥卷長度總共為1.0m。
g、頂、幫錨杆布置均勻，成行成排；頂幫錨杆絲扣外露長度在30mm-50mm範圍內。
h、頂錨杆須由鋼帶孔穿過，西幫最下部一棵錨杆距巷道底板小於500mm，東幫安設三棵角錨杆（距巷道頂板為300mm）。
北幫自底板1000mm以上全斷麵鋪掛菱形網，且菱形網底部應成一線,東幫菱形網掛至錨杆下500mm。
3、導硐加強支護方式
若頂板破碎或沿底板掘進時，錨梁網支護。錨索直徑為，錨索鑽孔直徑為；錨索鋼絞線長取7.5m，一套錨索包括鋼絞線一根、3m長的12號槽鋼一根（兩根錨索共用一根）、160×100×20mm的鋼板一塊、鎖具一個、三支、規格Z2350的中速樹脂藥卷。每排錨索梁布置2根，分別距巷道兩幫1000mm，布置角度，錨索垂直頂板布置，錨索預緊張拉力為8—10t。
導硐具體規格、尺寸詳見導硐斷麵圖。
附圖六：導硐斷麵圖。
四、剝幫斷麵：
1、矩形,淨寬 3.5m,淨高3.0m;荒斷麵:12.16m2,淨斷麵：10.5m2采用錨網支護。1301切眼要求剝南幫。
2、支護要求：
a:該斷麵為矩形斷麵，錨梁網支護。
b:錨杆排距800mm,間距800mm，允許偏差50mm。
c、剝幫施工頂部每排采用5棵φ20×2200mm鋼筋錨杆配合鋼筋梯及菱形網聯合支護，幫部用4 棵φ18×1800mm鋼筋錨杆及木托盤、菱形網聯合護幫。
d:錨杆托盤、鋼筋梯、菱形網密貼頂幫，頂、幫菱形網須用連網絲連為一體。
e:錨杆（除2棵角錨杆）盡可能垂直於頂幫岩煤麵，且與岩煤麵最小角度大於750。
f：頂板錨杆孔放置ø23mm的中速Z2350樹脂藥卷3卷，藥卷長度總共為1.5m；兩幫每個錨杆孔放置ø23mm的中速Z2350樹脂藥卷2卷，藥卷長度總共為1.0m。
g、頂、幫錨杆布置均勻，成行成排；頂幫錨杆絲扣外露長度在30mm-50mm範圍內。
h、頂錨杆須由鋼 帶孔穿過。
i、幫部菱形網掛至錨杆下部500mm。
j、剝幫同時用單體液壓支柱、3m長11#工字鋼梁對切眼進行複合支護，一梁三腿。
3、頂板的加強支護方式
若頂板破碎或沿底板掘進時，錨梁網支護。錨索直徑為，錨索鑽孔直徑為；錨索鋼絞線長取7.5m，一套錨索包括鋼絞線一根、3m長的12號槽鋼一根（兩根錨索共用一根）、160×100×20mm的鋼板一塊、鎖具一個、三支、規格Z2350的中速樹脂藥卷。每排錨索梁布置2根，分別距巷道兩幫1000mm，布置角度，錨索垂直頂板布置，錨索預緊張拉力為8—10t。三岔口采用兩排錨索梁，中部改為一排即可，距幫1500mm。
四、過地質構造的特殊要求及特殊支護方式：
當巷道穿過鬆軟、破碎岩層或斷層破碎帶時,應嚴格以下要求：
（1）炮眼深度為0.8--1.0m，多打眼，少裝藥，放小炮。
（2）采取掘一排支一排。
（3）加強敲幫問頂、臨時支護及探水掘進工作。
特殊支護形式：
（1）錨杆密度增加至間排距600×800mm。
（2）采取打注錨索（或錨索梁）並及時架棚支護。
（3）屆時將根據具體地質情況及時編寫補充措施。
第四章 施工工藝
施工方法
1301切眼由軌順掘進隊由西向東施工導硐，人工出煤（矸），刮板輸送機運煤，到位後反向施工皮帶順槽，由回風下山施工人員自西向東剝幫施工，導硐施工坡度開門10m為00，剩餘170m 沿18º掘進找煤層底板，然後沿底板掘進。
1301切眼采用分層上台階掘進，鑽爆法施工，留底0.5m，且上分層超前下分層6—8m;巷道掘進（指上、下分層掘進）都分別采用全斷麵一次性爆破，且采用正向起爆;施工采用“四六製”作業，班班掘進支護；施工要求掘進班迎頭掘進一茬炮同時後部起底一茬炮，確保掘進循環進尺1.6m;同時嚴格按測量所給中腰線及測量所給實測圖施工。
巷道施工中將安全硐及絞車窩按現場設計位置，參照本規程中錨梁網設計支護形式、炮眼布置、裝藥量（炮眼布置及裝藥量按f=0.8-1.2編製，當煤岩層發生較大變化時，可適當調節炮眼布置及裝藥量）一並掘出，同時安全硐及絞車窩以滯後迎頭6-8m施工為宜。
開門口施工方法：
1301切眼開門口頂板完整，無構造，錨梁網支護，開門處為3岔口，為加強開門口支護，開門口10m範圍內據現場情況須安設錨索梁不少於4組。施工前，首先按由外向裏的順序，對開門口處前後各10m範圍內的支護進行檢查，並掩護好刮板輸送機電纜、電機、風筒、風水管路等所有設備設施，防止放炮打壞，確認安全後，方可開門掘進。
同時開門必須采取短掘短支作業，循環進尺0.8--1.0m，並縮小錨杆間排距為800×600mm，以確保開門處造型。
鑿岩方式：
1、鑿岩方法及組織：
（1）采用2部MZ--12型煤電鑽配2.2m長麻花釺子、φ28mm釺花打眼。
（2）炸藥采用φ25×150mm，重100g/卷的乳化炸藥，前5段煤礦許用毫秒延期電雷管，MFC--100型發爆器起爆。
（3）施工采取“四六”作業,循環進尺1.6m，四班掘進支護。
（4）施工工藝流程：
交接班→打眼、放炮→敲幫問頂→連、鋪頂網→上鋼帶→安設前探梁→出煤矸→打注頂錨杆→鋪幫網注幫錨杆→（安設單體梁→）出煤矸、清理。
第二節 爆破作業
1、爆破技術及要求：
（1）嚴格按“炮眼布置圖”布置炮眼，按“爆破說明書”要求裝藥，實行光麵爆破。
（2）鑽眼前，嚴格按中腰線畫好掘進輪廓線，點好炮眼眼位，掌握好炮眼間距、角度、深度。
（3）周邊眼眼口應點在輪廓線內200mm,眼底落在輪廓線上。
（4）采用正向裝藥大串聯全斷麵一次性起爆。
（5）嚴格按要求的爆破順序進行裝藥，炮眼裝藥後封堵嚴實（用水炮泥、炮泥），炮泥封泥長度不能小於500mm。
（6）不準欠挖，每幫超挖量小於200mm，
2、炮眼布置圖
炮眼布置圖見附圖。
3、爆破說明書：
爆破說明表見附表。

爆破說明表

第三節 裝 、運岩（煤）方式的選擇：
裝岩方式：
使用操作簡單、安全可靠、裝岩效率高的P-30B型扒矸機(30kw)，以加速出矸速度，刮板輸送機運輸。再通過皮帶運輸出去；具體見《1301軌道順槽掘進工作麵作業規程》。

第四節 設備及工具配備

設備、工具配備表見表四。

設備及工具配備情況表 表四
序
號 設備工
具名稱 型號規格 功率 單 位 數量 備 注
1 手持式煤鑽機 ZM90-1型 部 3 備用1部
2 刮板輸送機
3 風鑽 YT-27 部 3 備用1部
4 錨杆機 MQT-90 台 2 備用1部
5 噴漿機 PZ-5B 5.5KW 台 1
6 鍁、鎬 把 各4
7 風 鎬 部 2
8 除塵風機 AS-SSL 11KW 台 1
9 絞車 JD-25 25 部 3
10 皮帶機 800mm 60KW 部 2
11 扒矸機 P-30B 17KW 台 2 備用1部

第五章 勞動組織及主要技術經濟指標

勞動組織

巷道掘進采用“四六”製組織生產。錨梁網永久支護，4個掘進班，每班一個循環，循尺進尺1.6m。

1、勞動組織圖表見附表五。
附：勞動組織表（錨梁網） 表五
工種 夜班 早班 中班 合計
打眼工 4 4 4 4 16
爆破工 1 1 1 `1 4
刮板輸送機司機 1 1 1 1 4
扒裝機司機 1 1 1 1 4
支護工 4（兼） 4（兼） 4（兼） 4（兼） 16
推車工 2 2 2 2 8
維修工 1 1 1 1 4
班長 1 1 1 1 4
絞車司機 2 2 2 2 8
合計 12 12 12 12 48

第二節 循環作業
循環作業圖表見附表六。
為保證正規循環作業的完成，迎頭施工作業必須根據勞動組織的人員配備，合理安排工序，工序和工序之間盡量做到交叉進行，平行作業，以充分利用工作時間，提高工時利用率。

圖六

第三節 主要技術經濟指標
技 術 經 濟 指 標 表 表七
序號 項目 單位 指標 備注
1 每循環在冊人數 人 45
2 每循環出勤人數 人 36
3 出勤率 % 80
4 循環進尺 M 2.4
5 日進尺 M 9.6
6 效率 m／工 0.267
7 月正規循環天數 天 26 按30天/月計算
8 月進尺 m 249.6
9 循環率 % 87
10 炸藥消耗 Kg/m 6.3
11 雷管消耗 個/m 28
12 坑木消耗 m3/m 0.03
13 錨杆消耗 套/m 18.75
14 菱形網消耗 m2/m 10
15 鋼筋梯消耗 m /m 14.25

第六章 生產係統
第一節 通風係統
一、掘進工作麵通風方式選擇
掘進工作麵采用局部通風機通風，通風方式為壓入式通風。
二、掘進工作麵風量計算及局部通風機的選擇
1、掘進工作麵風量計算：
（1）、掘進工作麵最低需要風量
Q掘 =V.S＝15×11.47＝172.05（m3/min）
式中： Q掘 —掘進工作麵實際需要的風量，（m3/ min）；
S－掘進巷道斷麵，11.47m2
V—掘進工作麵，最低風速取15m/min
（2）、掘進工作麵局扇選型：
Q吸1= Q掘／（1－P百）m=180/(1-2％)14 =240m3／min
其中：Q吸1—選定局扇的吸風量m3／min
Q掘—掘進工作麵最低需要風量，取180m3／min
P百—柔性風筒百米漏風率，取2％（根據礦井風量計算細則）
M—獨頭通風百米長度指數（即：1400m，M取14）
根據實測，供風距離1400米時吸風量為260m3／min，FBD5.6／2×30型局扇實際最大吸風量320m3/min。
（3）、掘進工作麵全風壓風量計算
根據《煤礦安全規程》規定，局扇安裝點到回風口之間的最低風速不得低於0.15m/s，最後確定全風壓供給掘進工作麵的風量。
計算公式為：
Q掘全＝Q吸2＋9S＝320＋9×12＝428 m3／min
式中：Q掘全—全風壓供給掘進工作麵的風量
Q吸2—選定局扇的最大吸風量m3／min
S—局扇安裝地點的巷到斷麵，取12㎡
則全風壓供給該局部通風機風量為：428 m3／min
2、掘進工作麵風量驗算
(1)掘進工作麵溫度和炸藥量驗算
工作麵溫度22OC，最大炸藥量20Kg，風量100，而本工作麵最低需要風量為180 m3／min，符合要求。
100 m3／min <180m3／min
（2）按瓦斯絕對湧出量驗算：
根據《煤礦安全規程》第136條規定，采掘工作麵回風流中，瓦斯濃度不超過1％進行驗算：
Q瓦／Q掘＝（0.3÷180）×100％＝0.167％<1%符合要求
其中：Q瓦—本掘進工作麵瓦斯絕對湧出量取0.3m3／min
Q掘—掘進工作麵最低需要風量取180m3／min
3、按二氧化碳絕對湧出量驗算：
根據《煤礦安全規程》第136條規定，采掘工作麵回風流中，二氧化碳濃度不得超過1.5％進行驗算：
QCO2／Q掘＝（0.5÷180）×100％＝0.28％<1.5%符合要求
式中：QCO2—掘進工作麵二氧化碳絕對湧出量取0.5m3／min
Q掘—掘進工作麵最低需要風量取180m3／min
（4）按最多工作人數驗算，每人每分鍾供給風量不低於4m3。
Q掘/N＝180÷24＝7.5 （m3／min）>4（m3／min）符合要求
式中：N—掘進工作麵同時工作的最多人數，取N＝24人。
根據以上驗算，選擇用FBD5.6／2×30局部通風機供風能滿足工作麵掘進要求。
三、局部通風機安裝地點和通風係統
局部通風機安設在主井西繞道的新鮮風流中。
通風係統：進風係統 主井井筒→ 主井西繞道→軌道石門→人行等候通道→回風集中下山→軌道順槽→1301切眼→迎頭。
回風係統 迎頭→1301切眼→軌道順槽→集中回風上山→風井繞道→風井。
附：通風係統示意圖6－1。
第二節 防瓦斯與綜合防塵係統：
一、防瓦斯：
1）加強工作麵“一炮三檢”，認真填寫檢測記錄。
2）當瓦斯濃度≥1%時，CO2濃度≥1.5%時必須停止作業、撤出人員並彙報調度室采取有效措施後方可進行施工。
3）安設風電閉鎖及瓦斯電閉鎖，瓦斯斷電儀探頭置於距迎頭小於5m,離頂小於300mm，離幫200---500mm的風筒另一側。當瓦斯濃度≥1.0%時，自動報警；當瓦斯濃度≥1.5%時，自動切斷掘進巷道內所有設備電源。
安全檢測儀器儀表布置示意圖見附圖九。
二、綜合防塵：
濕式鑿岩；定期衝刷巷幫；放炮使用水炮泥；放炮時使用高壓遠程噴霧；噴霧灑水；裝岩灑水；煤矸轉載點設噴霧灑水裝置；淨化風流；加強通風及個體防護。
綜合防塵係統圖見附圖十。
第三節 運輸係統：
運輸路線：迎頭煤矸→刮板輸送機→1301順槽皮帶→回風下山皮帶→風井人行等候通道→軌道石門→副井。
運輸係統圖見附圖十一。
第四節 排水係統：
施工用水及少量淋水可隨煤矸由皮帶運走。
迎頭淋湧水→水泵（7.5KW潛水泵；45KW臥泵；89 mm排水管進行接力排水）→-312水平主水倉→地麵
第五節 供電係統
該迎頭掘進施工中，電源來自-312采區變電所，供電方式為集中供電，經DW80-350開關橡膠電纜接至DW80-200開關，經過開關接至不同平方橡膠電纜，向迎頭各設備供電；電纜要吊掛整齊，電纜鉤每2m一個，電纜的垂度不大於50mm。配電點設置在距迎頭100m以外的安全地點，迎頭供電必須采用風電閉鎖、瓦斯電閉鎖、檢漏繼電器等設備。
當巷道開門距離短、機電設備設施較少，U3*50+1*16難以敷設時，可采用小截麵橡膠電纜及風電閉鎖開關，但電纜截麵及開關容量必須滿足用電設備設施的需要。盤圈或盤“8”字形的電纜不得帶電。
巷道內的通信和信號電纜應與電力電纜分掛在井巷的兩側，如果受條件所限，應敷設在電力電纜上方0.1m以上的地方。
高、低壓電力電纜敷設在巷道同一側時，高、低壓電纜之間的距離應大於100mm。高壓電纜之間、低壓電纜之間的距離不得小於50mm。
供電係統：
-312采區變電所→軌道石門→行人等候通道→回風下山→1301軌順→1301切眼剝采工作麵。

具體見附圖。

第七章 災害防治及避災路線

該巷施工主要災害為頂板，其次是煤塵、瓦斯、水害。頂板的防治以強化“敲幫問頂”製度、加強巷道支護為主； 煤塵的防治以加強巷道施工綜合防塵措施為主；水害的防治以加強“有疑必探，先探後掘”的施工原則為主，並做好排水設備、設施的配置；瓦斯防治以加強“一炮三檢”及正常使用瓦斯斷電裝置為主。
1、避水路線：
當迎頭發生水災時，撤出路線為：
迎頭→1301軌道順槽→回風下山→行人等候通道→軌道石門→副井→地麵
2、避火路線：
當迎頭發生火 災時，人員要配帶好自救器 ，撤出路線為：
迎頭→1301軌道順槽→回風下山→行人等候通道→軌道石門→副井→地麵
3、避煤塵、瓦斯爆炸路線：
迎頭→1301軌道順槽→回風下山→行人等候通道→軌道石門→副井→地麵
具體避災路線見避災路線圖。
（附圖十三）

第八章安全技術措施
第一節技術措施
1、切眼成巷後淨寬為7200mm，淨高3000mm。
2、切眼施工采用“四六製”作業，四班掘進支護；同時嚴格沿3煤頂板及測量所給中線施工。
3、切眼施工采取“導硐掘進，剝幫返擴成形”分次施工成巷；即由切眼自西向東掘進導硐,導硐結束後再由西向東剝南幫返擴施工。
4、導硐采取上台階施工，且上台階超前6—10 m，剝幫采取全斷麵一次成巷。
5、為便於切眼盡快成巷，軌順掘進隊由西向東掘進切眼導硐施工完畢後，再向掘進皮帶順槽200m，由回風下山掘進隊自西向東剝幫施工切眼，刮板輸送機運煤。
6、開門前應在切眼與順槽相貫處安設不少於4組錨索梁（根據揭示頂板情況增加錨索梁數量），以加強切眼兩端頭支護強度。
7、鑒於導硐設置於切眼西側（幫），為便於後期剝幫出矸，以加快剝幫速度，在不影響導硐扒矸機、皮帶等運輸係統的前提下，扒矸機盡可能靠導硐東幫安設。
8、施工中要求每小班必須設專人進行導硐北幫的敲幫問頂工作，每20分鍾1次（放炮前後必須進行1次），以防片幫傷人。
9、導硐掘進中遇有頂板鬆軟破碎或其它地質變化時，必須采取短掘短支（掘一排支一排），並及時安設錨索（或梁），同時縮小錨杆間排距，以加強支護。
10、“剝幫返擴”施工時，須邊剝幫支護邊支設單體支柱安設鋼梁，且鋼梁滯後剝幫工作麵不小於4.0m。導硐必須超前剝幫工作麵20米支設單體支柱安設鋼梁。
11、剝幫遇有地質條件變化(頂板鬆軟破碎、有淋水或其它地質構造)時，單體及鋼梁必須緊跟工作麵，夠一架支設一架。
12、切眼剝幫施工時應一並將煤機機窩掘出。
13、剝幫掘進時為加強頂部錨梁網支護強度，剝幫段鋼筋梯安設與導硐鋼筋梯相錯開半排鋼筋梯間距（400mm）。
14、單體鋼梁支護沿切眼縱向布置2列，其間距2800mm。單體梁采取“一梁三柱”架設，柱間距1000mm，允許偏差±20mm且距梁中布置；單體支柱與梁端頭相距500mm，允許偏差±100mm。
15、單體、鋼梁安設順序及要求：
（1）上工字鋼梁並用雙股8#鐵絲或粗麻繩將鋼梁與頂板菱形網牢固地拴在一起（連接不少於2處且處於鋼梁兩端），以防鋼梁滑落。
（2）挖柱坑至實底，將單體置於柱坑內並用雙股8#鐵絲或粗麻繩

固定連接於頂板網子上，然後2人扶柱1人注液升柱至設計初撐力。
（3）單體初撐力為90KN（即壓力至15MPa）。
（4）單體梁安設完畢後，再次檢查梁、柱與頂板網子連接是否牢固，否則進行加固。
（5）安設單體梁時，安設工作不少於5人，且由1名班長現場指揮。且安設地點與液壓泵站須有靈敏可靠的信號聯係。
（6）嚴禁在浮煤、浮矸上架設單體支柱，否則，柱下必須穿鞋至實底，每塊柱鞋規格不小於長×寬×厚=350×350×150mm，且柱下穿鞋最多3塊。
（7）斜巷支設單體支柱須具有適當迎山角（3度—5度）。
（8）單體支柱入井前必須逐根進行壓力試驗；碰倒、損壞或失效的支柱必須立即恢複或更換。
（9）單體支柱必須每原班進行1次二次注液。
（10）每次（或每班）升柱前必須對注液泵、注液管路、注液槍、柱芯等進行認真檢查，確保完好方可進行注液升柱；單體支柱須縱成行，橫向成排。
（12）安設單體梁時必須使用腳手架或工作平台，同時確保架（或平台）穩固、可靠且距巷道頂板小於2.0m，以保證安設單體梁的安全。
（13）腳手架(或工作平台)上平麵不小於0.2m2。
（14）對梁下單體注液時，應對兩柱循環均勻注液，嚴格執行遠距離供液。
（15）鋼梁至少有三處（每處長度不小於300mm）接頂密實，否則須加設背板。
（16）為增加單體與鋼梁間摩擦力（防滑動），其間必須加墊長×寬×厚=150×60×10mm薄木板。
16、放炮前、後必須對放炮地點20m範圍內的支柱進行認真檢查，對崩倒、崩壞的支柱須先進行修複；修複時須先檢查頂、幫安全情況且由外向裏逐架進行。
17、放炮前必須對放炮地點20米範圍內的風水管路、電纜、設備設施等進行可靠的保護，確保萬無一失方可起爆。
18、放炮母線須隨用隨掛。
19、漏煤眼必須留有一定存煤，不得放空。
20、當頂板鬆軟破碎或通過地質構造帶及煤岩交接處時，必須采取短掘短支作業，循環進尺0.8--1.0m。根據現場所揭露的具體地質情況及時增加鋼筋梯、錨杆間排距減至600×800mm，同時可根據現場實際及時采取打注錨索、補打點柱、架棚等措施加強支護。
21、巷道掘進遇有地質構造時（煤岩鬆軟破碎、突水征兆、煤岩層變化較大、煤岩層位及傾角變化較大等），必須探水掘進。探眼深度不小於3.0m，數量不小於3個，探眼可距巷道底板1.0m處與迎頭成20度沿水平方向向前各打1個。探眼打完及時觀察出水情況，發現異常必須停止作業，撤出人員，彙報調度室及工區，以便采取有效措施。
22、距迎頭200m範圍內必須備用3架架棚料，以備急用。
23、使用錨索加強支護時，錨索必須錨入穩定岩層1.0m以上，且每棵錨索必須采用3塊樹脂錨固劑錨固,預緊力大於10t。
24、打注頂錨杆嚴格按照“先中間後兩邊，由後往前，打一棵注一棵”的原則。打注錨杆前，必須確保頂板在前探梁的可靠支護下，並且執行好敲幫問頂製度。鑽孔後必須衝孔幹淨，方準放錨固劑，先放快速後放慢速,用錨杆送入孔底後方準勻速旋轉錨杆機(或煤電鑽）將錨杆注入，注入後須停20S左右，以確保錨固劑初凝，10分鍾後用扳手將錨杆預緊牢固。
25、巷道頂部錨杆設計抗拉拔力為7t，幫部為5t，錨索抗拉拔力為10t。
26、巷道每掘進30米做1次錨杆拉力試驗，每組不少於3棵，並認真填寫好試驗記錄，當地質件發生變化時另抽樣1組。試驗時必須由工區或生產科技術員現場指揮，操作人員距試驗錨杆不小於3m，當拉拔力達到3t(2t)後應緩慢升壓達到7t(5t)，然後停止操作，並將油泵卸壓。如遇錨杆拉斷必須及時補打。
27、巷道掘進遇有湧水時，當湧水壓力小且水量小於5m3/h，可設置φ25-φ50mm的導水管將水導出，當湧水壓力大且水量大於5m3/h時，必須停止掘進安設鑽機打放水孔，並安設φ50--φ89mm的鋼管減壓放水。
28、風水管路、電纜嚴格按巷道斷麵圖布置，吊掛成一線。
29、巷道內物料擺放整齊，巷道衛生無積水、淤泥、雜物。
30、臨時鋪軌軌枕間距1.0m，軌縫小於5mm，高低、內錯小於2mm，道夾板、螺栓齊全可靠，軌道暢通平穩。
31、斜巷掘進每40m須設一個安全硐，安全硐規格不小於：寬×高×深＝1.5×2.0×1.0m,安全硐口須設紅燈。
32、在巷道一側設置絞車（或穩車）提升運輸時，絞車（或穩車）外邊緣距軌道大於0.5m。
33、輸送機安裝、操作、運輸與維護，嚴格按《輸送機司機》——煤礦安全統編教材（22）規定執行。同時機電設備、設施確保完好，杜絕失爆。
34、巷道施工質量標準嚴格執行《國有重點煤礦質量標準化標準》。
附：巷道質量標準表
第二節 施工準備
1、施工前，由區長負責組織，由技術人員負責傳達批準的《掘進作業規程》。傳達後進行考試、簽字,成績合格方可下井作業。不合格的人員必須補考，補考合格後再下井作業。輪休或請假的人員上崗前必須進行學習，並考試合格。學習、考試成績分別登記在《掘進作業規程》學習考試記錄表上。
2、施工前，生產科測量人員必須提前給出開門位置，標定好腰線，施工單位嚴格按線施工。
3、開門前，必須對開門口左右各10m巷道支護進行檢查加固，並將各種管路、電纜落地用舊皮帶、板梁掩護好。
4、開門前，應提前按設計要求，安設局部通風機接好風筒，準備各種支護材料。
5、上順槽在20號點前62.6米開始，軌順下幫擴寬500毫米，寬度為4200毫米，采用雙排錨索梁支護。切眼以外20米為平巷。
第三節 “一通三防”管理
一、通風管理
1、加強通風管理，局部通風機必須有專職人員留名掛牌管理，保證局部通風機正常運轉，其他人員不得隨意停開。
2、風筒要用抗靜電、阻燃風筒。風筒吊掛平直，無脫節、無破口，礦車和支架不得磨擦擠壓風筒，風筒口距迎頭不大於5m，以保證迎頭有足夠的風量，漏風率不超過3％。
3、管理好為本工作麵調風的風門、風窗等設施，不準隨意同時打開風門和挪動風窗位置，並保護好瓦斯牌板。
4、局部通風機要長時運轉，無論工作、不工作或交接班都不得停止運轉，局部通風機不開時，要把人員撤至進風巷內，並在巷道門口位置設置“嚴禁人員入內”的警戒牌，迎頭禁止爆破。自動停電時，要撤出人員，待查明原因，確認安全後再啟動。
5、使用局部通風機的掘進工作麵，不得停風；因檢修，停電等原因停風時，必須撤出人員，切斷電源。恢複通風前必須檢查瓦斯，隻有在局部通風機及開關附近10m內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時，方可人工開啟局部通風機。
6、局部通風機必須使用風電閉鎖、使用裝有選擇性漏電保護裝置的供電線路供電或與采煤工作麵分開供電。風機開關與掘進巷道內的供電源都必須閉鎖，同時迎頭停風１０分鍾作業人員必須向新鮮風流中回撤。
7、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1%和最高二氧化碳濃度不超過1.5%，且符合《煤礦01manbetx 》第一百二十九條開啟局部通風機的條件時，方可人工開啟局部通風機，恢複正常通風。
8、巷道貫通預透必須遵守下列規定：
①掘進巷道貫通預透前20m，通風部門必須預計貫通預透後的通風係統，做好貫通預透後調整通風係統的準備工作。貫通前20m必須停止一個工作麵作業。
②貫通預透時，必須有專人在現場統一指揮，停掘、預透的工作麵必須保持正常通風，設置柵欄及警標，經常檢查風筒的完好狀況和工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，必須立即處理。掘進的工作麵每次爆破前，必須派專人和瓦斯檢查工共同到停掘的工作麵檢查工作麵及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，必須先停止在掘工作麵的工作，然後處理瓦斯，隻有在2個工作麵及其回風流中的瓦斯濃度都在1% 以下時，掘進的工作麵方可爆破。每次爆破前，2個工作麵入口必須有專人警戒。
二、防塵管理
1、濕式打眼，打眼工佩帶防塵口罩。
2、距掘進工作麵20m範圍內必須安設水針，水針所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子內有不少於定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必須使用水炮泥定炮。
3、裝煤岩前對煤岩堆灑水。
4、距工作麵50m範圍內設一道能封閉全斷麵的水幕，放炮員在聯炮後向外敷設母線時開啟噴霧，放炮並等炮煙散淨後關閉噴霧。
5、掘進迎頭的回風口混合風流處20m 內安設一道能封閉全斷麵的常開淨化水幕，並在有效範圍內挖出引水溝。
6、迎頭安裝風動爆破噴霧，爆破時降塵。
7、巷道經常清塵，無粉塵積聚現象。
8、防塵管路必須接至迎頭，巷道內每50m必須安裝一個防塵用三通閥門和防塵設施,同時每7天須對所掘巷道全麵衝刷一遍用以除塵。以便及時降塵。
9、距迎頭保持60－200m設置隔爆水槽，同時巷道每掘進300-500m應設置1道隔爆水槽，水槽總儲水量不少於2600升，水槽距軌麵２m。
三、防火管理
巷道打眼掘進，錨網噴及錨梁網支護，爆破噴霧塵，防火的重點是防設備、纜線和人為火災。
1、電氣設備、纜線著火時，首先切斷電源，用沙子、岩粉、滅火器滅火。
2、因機械摩擦生熱、油脂、紗布或其它引發火災，可利用身邊物件，水管直接滅火。
3、應用控風技術進行風流調節控製火勢蔓延。
4、保證迎頭供風良好風量充足
5、加強頂板及巷幫的管理，防止頂板冒落和片幫空肩現象的發生，消除發火隱患。
6、嚴格執行規程中綜合防塵措施的要求。
7、加強機電設備管理杜絕失爆。

第四節 頂板管理
1、掘進工作麵嚴禁空頂作業。靠近掘進工作麵10m內的支護，在爆破前必須檢查。
2、掘進中，施工人員應堅持經常性的敲幫問頂製度，特別是在打眼、裝藥、安注錨杆過程前及放炮後必須清除危岩、排除隱患。
3、找頂工作必須遵守下列規定：
①找頂工作必須有2名有經驗的人員擔任，一人找頂、一人觀察頂板和退路。找頂人應站在安全地點，觀察人應站在找頂人的側後麵，並保證退路暢通。
②找頂應從有完好支護的地點開始，由外向裏先頂部後兩幫，依次進行，找頂範圍內嚴禁其他人員進入。
③找頂工作人員應戴手套，用長把工具找頂時，應防止煤矸順杆而下傷人。
④頂幫遇有大塊斷裂煤矸或煤矸離層時，應首先設置臨時支護，保證安全後再順著裂隙、層理慢慢地找下，不得硬刨強挖。
4、每次爆破後，迎頭工作人員要等迎頭炮煙被吹散視線清楚後，必須由爆破工、 瓦斯檢查工和班組長首先巡視爆破地點，檢查通風、瓦斯、煤塵、拒爆、殘爆情況，並由外向裏檢查頂板、錨杆等情況，經緊好錨杆後方可在前探支架的掩護下敲幫問頂，清除頂幫懸矸危岩，然後進行正式支護。
5、嚴禁空頂作業，爆破後及時使上前探支架，並用木楔加緊；前探最大控頂距1.8m，在移動前探梁時，要從外向裏在支護好的錨杆下進行。
6、在頂板破碎、壓力大或地質變化帶下作業時，縮小錨杆排距為0.6m，打眼深度為0.8m。
7、在錨網噴支護中，當圍岩穩定性較好，采用先錨後噴的方式；當圍岩不穩定，頂板破碎、易風化、易冒落時，首先及時噴射不少於50mm厚的混凝土封閉圍岩，緊接著打錨杆掛網複噴到設計厚度。在頂板破碎、壓力大或地質變化帶下作業時，縮小錨杆間排距為0.6m，打眼深度不超過0.8m。
8、每班接班時必須有班長對掘進工作麵後方的所有巷道檢查一遍，保證支護完好，巷道暢通無阻。對支護變形、頂幫壓力顯現嚴重、噴體剝落等不安全地點，都必須及時修複合格後，方可進入迎頭作業。每班必須設專人經常性的對迎頭向後50m範圍內的支護情況（特別是頂板）進行認真檢查，發現異常必須停止作業采取措施。
9、當巷道開門無法正常使用前探梁時，要采用3～4棵φ≥200mm優質圓木為點柱作為臨時支護，點柱均勻布置在空頂區，柱子上端支在頂板上並用木楔加緊，下端支在實底上並有不少於200mm深的柱窩，每次打眼深度不大於0.8m，錨杆的間排距縮小為0.6m，錨網噴支護時采用“一掘一噴”的作業方式，錨梁網支護采用“短掘短支，掘1排支1排”的作業方式，掘進長度達到4.0m時，及時采用前探梁臨時支護。
10、錨杆支護巷道迎頭必須使用前探梁維護頂板，前探梁要求必須齊全、緊固有效，打錨杆眼應全麵檢查頂板，確認安全後方可工作，並堅持執行經常性的敲幫問頂製度。
11、前探吊環每移動一次，都要檢查它的結構牢固情況，有無裂紋、開焊、損壞等，發現問題要及時更換。
12、錨杆必須用機械或力矩扳手擰緊，確保錨杆的托盤緊貼巷壁。
13、交接班時，由驗收員對當班安裝的所有錨杆用力矩扳手進行測力驗收，凡是預緊力達不到100N.M的錨杆應首先立即重新整改、安裝。
14、巷道掘進每30m做1次錨杆拉力試驗，每組不少於6棵，其中頂部3棵，幫部3棵，並認真填寫好試驗記錄；頂板錨杆在做拉力試驗時，必須由工區或生產科技術員現場指揮，操作人員距試驗錨杆不小於3m，當拉拔力達到30KN後應緩慢升壓達到70KN（50KN），然後停止操作，並將油泵卸壓。如遇錨杆拉斷或錨固力達不到設計要求必須及時補打。巷道錨噴段掘進每30m-50m做1組砼試塊，每組不少於3塊，並保留好試驗記錄。錨噴支護段30m做1 次噴厚檢查，每次檢查檢查孔數量不少於6個。
15、煤巷兩幫打錨杆前用手稿刷至硬煤以保持煤幫平整，安裝的托盤要與圍岩、煤幫接觸嚴密，托盤、螺母要上緊上牢，錨杆絲扣外露長度30～50mm。
16、安裝錨杆隻能使用錨杆機或電煤鑽進行安注，嚴禁直接采用砸投的方法將錨杆砸入錨固劑內。
17、錨固劑固化前，不要使杆體移位或晃動，尤其是在安裝頂眼時更應該注意，錨杆安注10分鍾方可給錨杆施加預緊力，將錨杆緊固。
18、巷道當過斷層或頂板破碎嚴重、有冒落險情時，要首先在迎頭外頂板完整處支設3架棚，上前探支架和防倒钁子後，方可采用架棚支護向前掘進，同時工作麵100m內必須備足不少於3架棚的物料。
19、錨網噴巷道灑水養護，7天以內，每班灑水一次， 7天以後，每天灑水一次，養護時間不少於28天。
20、施工現場應備好測力扳手或測力計，並正確進行拉力試驗，施工過程中要保護好器材。
21、煤巷錨網支護掘進據現場情況每50m安設1個頂板離層儀，並認真做好記錄並用牌板顯示。
第五節 爆破管理
1、掘進工作麵所有爆破人員，包括爆破、送藥、裝藥人員，必須熟悉爆炸材料性能和煤礦01manbetx 有關規定。
2、井下爆破工作必須由專職爆破工擔任，嚴格執行掘進工作麵作業規程及其爆破說明書。爆破作業必須執行“一炮三檢製”（裝藥前、爆破前、爆破後檢查瓦斯）。
3、爆破作業必須嚴格執行“一炮三檢”、 “三人連鎖”和“三保險”（站崗、設置警標、吹哨）放炮製度。
4、不得使用過期或嚴重變質的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必須交回爆炸材料庫。
5、爆破作業，必須使用煤礦許用炸藥和煤礦許用毫秒延期電雷管，煤礦許用炸藥安全等級不得低於二級，煤礦許用毫秒延期電雷管最後一段的延期時間不得超過130ms。
6、必須采用毫秒爆破，且上下分層均須全斷麵一次性起爆。嚴禁使用2台發爆器同時進行爆破。
7、爆破工必須把炸藥、電雷管分開存放在專用的爆炸材料箱內，並加鎖；嚴禁亂扔、亂放。爆炸材料箱必須放在頂板完好、支架完整，避開機械、電氣設備不潮濕的地點。爆破時必須把爆炸材料箱放到警戒線以外的安全地點。
8、從成束的電雷管中抽取單個電雷管時，不得手拉腳線硬拽管體，也不得手拉管體硬拽腳線，應將成束的電雷管順好，拉住前端腳線將電雷管抽出。抽出單個電雷管後，必須將其腳線扭結成短路。
9、裝配起爆藥卷時，必須遵守下列規定:
①必須在頂板完好、支護完整、避開電氣設備和導電體的爆破工作地點附近進行。嚴禁坐在爆炸材料箱上裝配起爆藥卷。裝配起爆藥卷數量以當時當地需要數量為限。
②裝配起爆藥卷必須防止電雷管受震動、衝擊，折斷腳線和損壞腳線絕緣層。
③電雷管必須由藥卷的頂部裝入，嚴禁用電雷管代替竹、木棍紮眼。電雷管必須全部插入藥卷內。嚴禁將電雷管斜插在藥卷的中部或捆在藥卷上。
④電雷管插入藥卷後，必須用腳線將藥卷纏住，並將電雷管腳線扭結成短路。
10、裝藥前，首先必須清除炮眼內的岩粉，再用木質或竹質炮棍將藥卷輕輕推入，不得衝撞或搗實。炮眼內的各藥卷必須彼此密接。有水的炮眼，應使用抗水型炸藥。裝藥後，必須把電雷管腳線懸空，嚴禁電雷管腳線、爆破母線與運輸設備、電氣設備以及掘進機械等導電體相接觸。
11、炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩餘的炮眼部分應用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性鬆散材料製成的炮泥封實。嚴禁用煤粉、塊狀材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。無封泥、封泥不足或不實的炮眼嚴禁爆破。嚴禁裸露爆破，嚴禁放糊炮非發爆器起爆。
12、炮眼深度和炮眼的封泥長度應符合下列要求：①炮眼深度小於 0.6m時，不得裝藥、爆破；在特殊條件下，如挖底、刷幫、挑頂確需淺眼爆破時，炮眼深度可以小於0.6m，但必須符合下列要求：a、每孔裝藥量不得超過150g；b、炮眼必須封滿炮泥；c、爆破前，必須在爆破地點附近灑水降塵，並檢查瓦斯，濃度超過1%不準爆破；d、檢查並加固爆破地點附近支架；e、爆破時，必須站好崗並有班組長在現場指揮；②炮眼深度為0.6～1m時，封泥長度不得小於炮眼深度的1/2。③炮眼深度超過1m時，封泥長度不得小於0.5m。
13、裝藥前和爆破前有下列情況之一的，嚴禁裝藥、爆破：
①掘進工作麵的控頂距離不符合作業規程的規定，或者支護有損壞。
②爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.0％。
③在爆破地點20m以內，礦車、未清除的煤矸或其他物體堵塞巷道斷麵1/3以上。
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。
⑤掘進工作麵風量不足。
14、爆破前，必須加強對固定機械設備和電纜的保護，並將流動設備移出工作麵。爆破前，班組長必須親自布置專人在警戒線和可能進入爆破地點的所有通路上擔任警戒工作，警戒人員必須在安全地點警戒。警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩。
15、爆破母線和連接線應符合下列要求：
①爆破母線必須符合標準。
②爆破母線和連接線、電雷管腳線和連接線、腳線和腳線之間的接頭必須相互扭緊並懸掛，不得與軌道、金屬管、金屬網、鋼絲繩等導電體相接觸。
③巷道掘進時，爆破母線應隨用隨掛。不得使用固定爆破母線。
④爆破母線與電纜、信號線應分別掛在巷道的兩側。如果必須掛在同一側，爆破母線必須掛在電纜的下方，並應保持0.3m以上的距離。
⑤隻準采用絕緣母線單回路爆破，嚴禁用軌道、金屬管、金屬網、水或大地當作回路。
⑥爆破前，爆破母線必須扭結成短路。
⑦爆破工使用的爆破母線要符合標準要求，不得有接頭，嚴禁采用固定母線爆破。
16、井下爆破必須使用發爆器。發爆器必須采用礦用防爆型（礦用增安型）。
17、每次爆破作業前，爆破工必須做電爆網路全電阻檢查（引爆前，把兩條爆破母線用手指壓在兩個測量端子上，如測量燈亮說明各雷管線聯結良好，否則會出現啞炮，應檢查線路排除故障，測量合格後再起爆）。嚴禁用發爆器打火放電檢測電爆網路是否導通。發爆器必須統一管理、發放。必須定期校驗發爆器的各項性能參數，並進行防爆性能檢查，不符合規定的嚴禁使用。
18、爆破工必須最後離開爆破地點，並必須在安全地點起爆。起爆地點到爆破地點的距離直線不少於100m，並有掩體，曲線不少於75m。
19、發爆器的把手、鑰匙、必須由爆破工隨身攜帶，嚴禁轉交他人。不到爆破通電時，不得將把手或鑰匙插入發爆器。爆破後，必須立即將把手或鑰匙拔出，摘掉母線並扭結成短路。
20、爆破前，腳線的連接工作可由經過專門訓練的班組長協助爆破工進行。爆破母線連接腳線、檢查線路和通電工作，隻準爆破工一人操作。爆破前，班組長必須清點人數，確認無誤後，方準下達起爆命令。爆破工接到起爆命令後，必須先發出爆破警號，至少再等5s，方可起爆。裝藥的炮眼應當班爆破完畢。特殊情況下，當班留有尚未爆破的裝藥的炮眼時，當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交待清楚。
21、爆破後，待工作麵的炮煙被吹散，爆破工、瓦斯檢查工和班組長必須首先巡視爆破地點，檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、支護、拒爆、殘爆等情況。
22、通電以後拒爆時，爆破工必須先取下把手或鑰匙，並將爆破母線從電源上摘下，扭結成短路，再等15分鍾，才可沿線路檢查，找出拒爆原因。
23、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，當班爆破工必須現場向下一班爆破工交待清楚。處理拒爆時，必須遵守下列規定：
①由於連線不良造成的拒爆，可重新連線起爆。
②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。
③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。
④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。
⑤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。
24、爆破後，擔任警戒人員接不到或聽不清撤崗信號，不準私自撤崗。
25、嚴格執行爆炸材料領退製度，領退要有記錄、簽字做到用多少領多少，剩餘部分必須交回爆炸材料庫，嚴禁亂扔亂放。由爆炸材料庫直接向工作地點用人力運送爆炸材料時，應遵守下列規定:①電雷管必須由爆破工親自運送，炸藥應由爆破工或在爆破工監護下由其他人員運送。②爆炸材料必須裝在耐壓和抗撞衝、防震、防靜電的非金屬容器內。電雷管和炸藥嚴禁裝在同一容器內，嚴禁將爆炸材料裝在衣袋內。領到爆炸材料後，應直接送到工作地點，嚴禁中途逗留。
26、每次裝藥爆破前班組長應指定專人到所有通往爆破地點的安全通道站崗，站崗距離直線100m並有掩體，曲線75m並有掩體。爆破結束吹解放哨後方可撤崗。
27、巷道預透前20m，每次定藥爆破前班組長應指定專人到所有通往預透處的安全通道站崗，站崗距離直線100m並有掩體，曲線75m。並有專人負責聯絡，爆破工在接到站崗人員到位的通知後方可爆破，爆破結束站崗人員接到聯絡人員允許撤崗的通知後方可撤崗。
第六節 防治水管理
1、巷道備用排水泵、管路齊全完好格。
2、迎頭出現掛紅、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，采取措施，立即報告調度室，發出警報，撤除所有受水威脅地點的人員。迎頭遇有上述情況之一者都必須停止作業，撤出人員及時彙報調度室。
3、堅持“有疑必探，先探後掘”原則。

第七節 機電管理
1、井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前，必須切斷電源，檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度低於1.0%時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢查；檢驗無電後，方可進行導體對地放電。控製設備內部按有放電裝置的，不受此限。所有開關的閉鎖裝置必須能可靠地防止擅自送電，防止擅自開蓋操作，開關把手在切斷電源時必須閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”字樣的警示牌，隻有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。
2、操作井下電氣設備應遵守下列規定：
①非專職人員不得擅自操作電氣設備。
②手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好的絕緣。
3、容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加裝護罩或遮欄等防護設施。
4、電氣設備不應超過額定值運行，防爆電氣設備入井前，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。
5、煤電鑽必須使用設有檢漏、漏電閉鎖、短路、過負荷、斷相、遠距離起動和停止煤電鑽功能的綜合保護裝置。每班使用前，必須對煤電鑽綜合保護裝置進行一次跳閘試驗。
6、掘進工作麵配電點的位置和空間必須能滿足設備檢修和巷道運輸、礦車通過及其他設備安裝的要求，並用不燃性材料支護。
7、井下電纜的選用應遵守下列規定：
①電纜敷設地點的水平差應與規定的電纜允許水平差相適應。
②電纜應帶有供保護接地用的足夠截麵的導體。
③電纜主線芯的截麵應滿足供電線路負荷的要求。
8、敷設電纜（與手持式或移動式設備連接的電纜除外）應遵守下列規定：
①電纜吊掛必須用電纜鉤。
②巷道中懸掛的電纜應有適當的弛度，並能在意外受力時自由墜落。其懸掛高度應保證電纜在礦車掉道時不受撞擊，在電纜墜落時不落在軌道或輸送機上。
③電纜鉤的懸掛間距不得超過3m。
9、電纜不應懸掛在風管或水管上，不得遭受淋水。電纜上嚴禁懸掛任何物件。電纜與壓風管、供水管在巷道同一側敷設時，必須敷設在管子上方，並保持0.3m以上的距離。
10、電纜的連接應符合下列要求：
①電纜與電氣設備的連接，其芯線必須使用齒形壓線板（卡爪）或線鼻子與電氣設備進行連接。
②不同形電纜之間嚴禁直接連接必須經過符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接。
③同形橡套電纜之間的連接必須修補連接（包括絕緣、護套以損壞的橡套電纜的修補）必須采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效能的冷補。在地麵修補的橡套電纜必須經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。
④三台以上的電氣設備必須設置局部接地極，可設置在巷道水溝內或其它就近的潮濕處。設置在水溝內的局部接地極應用麵積不小於0.6m2、厚度不小於3mm的鋼板或具有同等有效麵積的鋼管製成，並平放與水溝深處。設置在其它地點的局部接地極，可用直徑不小於35mm、長度不小於1.5m的鋼管製成，管上應至少鑽有20個直徑不小於5mm的透孔，並垂直全部埋入底板；也可用直徑不小於22mm、長度為1m的2根鋼管製成，每根鋼管上應鑽10個直徑不小於5mm的透孔，兩根鋼管相距不得小於5m，並聯後垂直埋入底板，垂直埋深不得小於0.75m。
11、井下防爆電氣設備的運行、維護和修理，必須符合防爆性能的各項技術要求。防爆性能遭受破壞的電氣設備，必須立即處理或更換，嚴禁繼續使用。
12、井下過流保護的整定值必須與計算值一致，靈敏度不合格的推廣使用相敏保護，各類過流保護要按規定進行電氣試驗，下井前必須進行通流試驗。
13、嚴禁甩掉停用井下各種電氣保護。非專業人員嚴禁操作檢漏繼電器，各硐室內的檢漏繼電器必須加鎖，使用中的檢漏繼電器要按規定進行電容電流的補償調整，嚴格執行日檢和遠方試驗製度。
14、嚴格執行停送電製度，停電必須掛牌，工作前進行驗電、放電，嚴禁帶電作業。
15、使用中的各種電纜必須按規程要求吊掛，嚴禁用鐵絲吊掛。經過維修的電纜必須進行浸水試驗，耐壓合格後方可下井。
16、存在下列問題的電氣設備及小電不得下井使用：
①防爆結合麵鏽蝕、劃痕超過規定。
②絕緣坐破裂導致接線柱鬆動，接線柱變形或螺紋滑扣。
③導電螺栓、螺母鏽蝕超規定。
④喇叭嘴不配套或斷裂、缺損。
⑤開關本體與外殼不配套，轉蓋與外殼不配套、缺手把或轉動不靈活，開關內腔上方導電螺栓與接線鼻連接不牢。
⑥開關的機械閉鎖失效。
⑦開關內缺電源隔離罩、電源危險牌、防塵罩。
⑧開關底托架斷裂或固定不牢。
⑨沒有經過指定的電氣設備防爆檢查員檢查出具的防爆合格證；隨有合格證但檢驗期超過6個月或沒蓋檢查員編號章。
⑩電機風翅處的護罩與電機外殼固定不牢。
17、電氣設備金屬外殼和鎧裝電纜接線盒的外接地螺栓應齊全、完整合格，不得鏽蝕。
18、機械部分的主要連接部件或受衝擊載荷容易鬆動部位的螺母應使用防鬆螺母（備帽）或其它防鬆裝置。電氣部分緊固用的螺栓、螺母應有防鬆裝置，彈簧墊圈應緊靠螺母安設。
19、同一部件的緊固件（包括平墊、彈簧墊）規格應一致。
20、螺母擰緊後，螺栓螺紋應露出螺母1～3個螺距，不得在螺母下麵加多餘的墊圈或螺母來減少螺栓的伸出長度。
21、電氣設備的隔爆外殼應清潔、完整無損並有清晰的防爆標誌。有下列情況者為失爆：
①外殼有裂紋、開焊、變形長度超過 50 mm，同時凹凸深度超過5mm。
②使用未經部指定的檢驗單位發證的工廠生產的防爆部件（指受壓傳爆關鍵件）。
③防爆殼內外有鏽皮脫落。
④閉鎖裝置不全、變形損壞起不到機械閉鎖作用。
⑤隔爆室（腔）的觀察窗（孔）的透明板鬆動、破裂或使用普通玻璃。
⑥防爆電機接線盒缺內隔爆絕緣座。
⑦改變隔爆外殼原設計安裝形狀，造成電氣間隙或爬電距離不符合規定。
22、電纜引入裝置接線嘴應完整齊全緊固，密封良好。
23、迎頭電氣設備要加強管理和維修，爆破時要撤出20m以外，電煤鑽用完後要放在幹燥的地點，並要盤好電纜。
24、電氣設備必須使用綜合保護開關，風電閉鎖等安全保護裝置，自動停電時，待查明原因，確認無誤後，再人工送電。
25、各低壓操作信號打點器都必須使用防爆按鈕，嚴禁明電操作。
26、各機械設備必須定期按時進行注油檢查維修，以保證設備良好運行。
27、電氣設備與鐵路之間的安全間隙不得小於0.7m。
28、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配電。不得使用明火明電照明。
29、在有淋水的條件下工作時，必須有可靠的防水措施。
30、井下所有機電設備必須標有“MA”標誌。

第八節 運輸管理
1、各類司機必須由經過培訓考試合格並持合格證上崗的專職或兼職人員擔任，耙裝機司機及小絞車司機必須嚴格正規操作，要在無曲繩的情況下，啟動耙裝機及小絞車。
2、施工中，采用人力推車運輸時，1次隻準推一輛車，嚴禁在礦車兩側推車，兩車同向推車間距在軌道坡度小於或等於5‰時，不小於10m，坡度大於5‰時，不小於30m；坡度大於7‰時，禁止人力推車，並在遇行人或拐彎時應提前發出呼號，不得出現放飛車現象。
3、小絞車運輸時，司機要精力集中，在聽清信號且無曲繩情況下，方可開車，倒拉牛運輸時在小絞車前方5m -10m範圍內支上兩棵直徑不小於250mm的圓木或礦11號工字鋼作護身點柱，柱子要支設牢固可靠，下端要打入實體煤岩不小於100mm，上端與頂板垂直打牢，與最近軌道內緣間距為0.5m；倒拉牛運輸時，嚴禁有餘繩鬆車。
4、小絞車聯係信號必須靈敏可靠、音響清晰，開車前，司機精力要集中，接信號無誤後方可開車。每台小絞車必須由司機、上、下把鉤工三人操作，下放車輛時，底部車場不打回鈴司機不得開車。小絞車處必須有足夠的操作空間，操作按鈕要上架，司機站在護身板後側進行操作，嚴禁站在絞車滾筒前側（出繩側）或絞車側麵進行操作，嚴禁在小絞車滾筒護身板側出繩拉車；小絞車盤繩時，嚴禁用手撥或腳蹬進行盤繩。
5、小絞車一次隻準掛一個車，嚴禁小絞車司機兼做摘掛鉤工作。固定小絞車的錨杆要齊全牢固可靠，並且小絞車的最突出部位距鐵路外沿不小於0.5m。
6、所有車場“一坡三擋”及阻車裝置齊全有效且必須符合《煤礦01manbetx 》第370條的規定。所有車場要有足夠的摘掛鉤平坡段，絞車距礦車摘掛地點的距離最小≮5m，摘掛鉤側距礦車最突出部分到巷幫的安全間隙≮0.8m。把鉤工工掛車前，要先檢查滑頭連接裝置，防脫裝置是否可靠，無問題後方可進入信號室打點行車。
7、小絞車司機應隨時檢查:閘把、閘皮、鋼絲繩、保安繩、回頭輪是否齊全，合格有效，發現問題後，應認真檢查處理，吊梁由掛車工負責檢查處理。
8、小絞車操作側必須設有合格的護身板，護身板的規格不小於寬340mm，垂高668mm（展開長度822mm），厚3mm的鋼板，並沿長度方向壓製成兩條加強溝槽。護身板與絞車底座固定的3條螺栓必須上齊上緊、牢固可靠。所使用的鋼絲繩及保安繩繩徑不得小於15.5mm，保安繩要插有不小於2.5個撚距的繩套，與主繩連接端的繩套分別用一副繩卡固定在主繩上或保安繩編套在主繩滑頭環上用一副繩卡固定，再用2副繩卡固定在主繩滑頭上方。
9、兩部絞車對拉運輸時，必須遵守以下規定：
①對拉段的巷道不得有拐彎；②對拉的兩台小絞車型號應相同；③保安繩要與兩方鋼絲繩滑頭連接；④兩方端頭車場必須有把鉤工；⑤兩個絞車司機要精力集中，按信號並帶電開車，互相配合，做到同步運行；⑥兩端車場信號要齊全完好，一方發出拉車信號後，另一方不打回鈴，絞車司機不準開車；⑦其他方麵的有關要求，仍按小絞車運輸的有關規定執行。
10、上山掘進時，長度超過50m，必須安設吊梁。第一組吊梁應設在底車場起坡點以上10～15m處，以上每組吊梁間隔不得超過100m。
下山掘進時，工作麵後10～15m處須安設可靠的阻車設施或防跑車裝置。巷道施工中部車場變坡點向上3-5m處須設置靈敏可靠阻車設施。
11、絞車路要嚴格執行行車不行人製度，嚴禁蹬坐滑頭，若有人上、下時，應提前與把鉤工聯係，並打停車信號。
12、斜巷施工期間兼作人行道時必須每隔40m設置躲避硐，並設紅燈，設有躲避硐的一側要有暢通的人行道，行車時紅燈亮，行人立即進入躲避硐，紅燈熄滅後方可行走。
13、上山掘進時，必須在底彎路處，施工一個躲避硐，其規格為:寬×深×高=3100×3000×2600mm。設有躲避硐的一側必須有暢通的人行道。上下人員必須走人行道。
14、平斜巷車輛發生掉道時，嚴禁用機車或小絞車硬拉複位，必須采取複軌設施和其它複軌措施就地複軌。複軌時，人員不得少於兩人，人工拿道複軌時，礦車兩側不準有人，並互相叫應好，確保人身安全。
15、上山吊鉤裝卸車時，必須遵守下列規定：
①絞車司機必須精力集中，按信號開車，聽不清信號不準開車，停車時閉鎖閘把，必須置於閉鎖位置，防止礦車下滑。
②清理浮煤浮矸等雜物或起底落路時，礦車下方（下山方向）嚴禁有人，並在礦車下（下山方向）方支設兩棵趄柱頂牢礦車。
③上提或下鬆車輛時，必須有可靠的信號聯係，不得用口令傳遞信號，待人員全部躲到附近安全地點後，方可發出開車信號。
16、耙裝機的使用
（1）耙裝機司機必須是經過專門培訓、取得合格證的專職（或兼職）人員擔任，並持證上崗。
（2）耙裝機的使用與管理，嚴格執行《煤礦01manbetx 》第73、74、75、76條的規定。
（3）固定扒裝機回頭輪楔子眼深度，在岩層內≮400mm，煤層內≮700mm，並用大錘將軟、硬楔砸緊，煤岩鬆軟時可使用錨杆（專設且錨杆須用"二長一短"三塊錨固劑錨固）固定回頭輪，確保回頭輪牢固可靠。
（4）耙裝機出矸時，工作麵前方必須有足夠的照明，出矸時,司機應站在安全的一側，其它人員應站在耙裝機後麵的安全地帶。
（5）耙裝機須用4個卡軌器牢固地卡在軌道上，此外斜巷掘進應在巷道兩幫及上方分別安設φ20mm以上的錨杆或φ32的U型楔子，並用φ15ｍｍ以上的鋼絲繩將楔子（或錨杆）與扒矸機拴緊，以加強穩固。
（6）移挪耙裝機時，軌道鋪設要符合設計要求，耙裝機前後各30m範圍內無障礙物。
（7）移挪耙裝機時，必須有工區管理人員現場指揮。
（8）平巷內移扒裝機可用人力推移或小絞車牽引的方法，機械牽引時，迎頭滑輪固定牢固，牽引要均勻，慢速，且必須有靈敏、可靠的信號，發現問題及時停止。
（９）上山移機，扒裝機機尾斜撐不準去掉或抬起，移機時扒裝機前、後不得有人；移機前必須對牽引絞車、回頭輪、鋼絲繩等作認真檢查，確保完好。移機到位後，卡軌器上牢，兩幫及巷道上方用鋼絲繩將扒裝機牽牢，經檢查確保可靠後，方可鬆開絞車，解除牽引繩。
（1０）下山移機，應先清理好矸石、雜物，將扒裝機簸箕抬起，離開軌麵，將擋板向內關閉，檢查鋼絲繩、連接裝置、信號、軌道等是否合格，經檢查無誤後，鬆開卡軌器，去掉地錨(絞車繩不要太緊),扒裝機下放速度均勻，慢速，以防掉道傷人。扒裝機前方不得有人，等扒裝機下放到位並固定牢固後，方可解除鋼絲繩。
（1１）挪移扒裝機，嚴禁自行牽引。
（1２）扒裝機作業時,扒子頭運行範圍內嚴禁站人;平行作業時，回頭輪滑子距迎頭≮7.0m。
（1３）扒裝機距離迎頭：最大30m，最小5m。　　
17、使用刮板運輸機安全措施
（1）、刮把運輸及司機必須培訓合格，並持證上崗。
（2）、嚴禁用刮板運輸機運送物料或乘坐人員。
（3）、刮板運輸機機頭上沿距頂板垂直高度不小於0.5m。
（4）、不得超負荷強行啟動刮板運輸機，因負荷過大出現悶車，要啟動兩次（每次不超過15秒）仍不能正常運轉時，必須清出溜槽內的煤炭，正常啟動後再裝入刮板運輸機運走。
（5）、刮板運輸機運轉中出現以下情況（超負荷運轉，發生悶車、飄鏈、出槽、掉鏈、跳齒、連接環缺螺絲或損壞，電機升溫超限，運轉中聲音異常、物料進入溜槽，出現停車或危及人員安全）時應立即停車，處理完畢後方可繼續開車。 （6）、處理刮板運輸機飄鏈時，嚴禁運載，調整好溜槽的平直度，嚴禁用腳蹬，手搬運轉中的刮板和鏈條。刮板運輸機運行中，司機及其他人員嚴禁在正衝機頭處停留，司機要集中精力，嚴禁幹其他工作，刮板運輸機的操作盤應設在司機便於操作且不衝機頭的安全地點。
（7）、刮板運輸機運轉過程中，嚴禁清理轉動部位的煤粉，在檢修、處理故障或其它工作時，要閉鎖開關，掛好停電牌。
（8）、點動刮板運輸機進行掐接鏈工作時，施工人員必須躲離鏈條受力方向，正常運轉時刮板運輸機司機不得麵向機頭進行操作，以防煤矸和斷鏈傷人。
（9）、刮板運輸機聯係信號規定：一響停車、二響正轉開車、三響倒轉開車、四響為點動開車；司機接信號確定無誤後方可啟動。刮板運輸機信號必須緊跟迎頭。
（10）、延縮刮板運輸機，現場必須由班組長進行操作，並由工長、安監員現場監護，按章指揮，在觀察好周圍頂板，確保安全的情況下，方可進行操作。
（11）、刮板運輸機機頭、機尾必須分別打設兩棵直徑不小於200mm的圓木作壓柱（或分別用2根地錨錨杆進行固定，每根錨杆錨固力不小於5T），並經常檢查其牢固性，發現問題及時整改。
（12）、掘進機配合刮板運輸機接力運輸，掘進機或刮板運輸機工作時，不得有人在其間通過或停留。
18、膠帶輸送機
（1）采用滾筒驅動的輸送機必須滿足《煤礦安全規程》第373條規定，即：①必須使用阻燃膠帶；②巷道內具有充分照明；③必須裝設驅動滾筒防滑保護、堆煤保護和防跑偏裝置；④上運皮帶機須同時裝設防逆止裝置和製動裝置，下運皮帶機須裝設製動裝置；⑤應裝設溫度保護、煙霧保護和自動灑水保護；⑥液力偶合器嚴禁使用可燃性傳動介質（調速型不受此限）；⑦皮帶機應加設軟啟動裝置，下運皮帶應加設軟製動裝置。
（2）裝設皮帶機的巷道內每隔50m須安設消防支管和閥門，機頭部須備有不少於0.2m3的砂和2個以上合格的滅火器，同時機頭部須備有25m消防軟管。
（3）皮帶輸送機完好標準：
①滾筒無破裂，鍵不鬆動；托輥齊全，轉動靈活，無卡阻現象，潤滑良好。
②機頭架、機尾架及拉緊裝置無開焊和變形。
③輸送機無破裂，接頭卡子牢固平整，皮帶不打滑、不跑偏，牽引絞車完好運行正常。
④製動裝置靈活可靠，液油係統不漏油。
⑤聲光信號靈敏、清晰、可靠。
⑥皮帶架平、直、穩、牢。
（4）皮帶司機須專門培訓且持證上崗。
（5）皮帶司機須做到“三知”、“四會”，即：知設備結構、知設備性能、知安全設施作用原理；會操作、會維修、會保養、會排除一般故障。
（6）皮帶機起動、運行、停止操作：
①起動前機頭、機尾及各轉載點必須取 得可靠的信號聯係，警告所有人員離開轉動部位，並收到信號後方可開機。皮帶機起動須按逆煤流方向逐台啟動。
②起動時先點動2次，聽聲音、看狀態，確認無異常後方可連續運行。
③運轉中嚴格做到三注意：注意皮帶張緊情況；注意跑偏情況；注意停機信號，嚴禁出現誤操作。
④停機須將隔離開關置於零位，切斷電源。
（7）皮帶運行中，禁止用鐵鍬和其它工具刮輸送帶上的煤泥或用工具撥正跑偏的皮帶。
（8）在更換輸送機和做皮帶接頭時，確需點動開車並用人力拉動輸送帶時，嚴禁直接用手拉或用腳蹬踩輸送帶。
（9）做皮帶接頭時，必須遠離機頭轉動裝置5m以外，並由專人停機、停電。掛停電牌後方可作業。
（10）需在機頭、機尾或其它轉動部位上方工作時，須由專人停機、停電並掛停電牌。
（11）短時間內應盡量少啟動皮帶且正常情況下應空載啟動（即停機前應將皮帶煤矸卸淨）。
（12）皮帶機每天須有2小時以上的集中檢修時間並認真填寫好記錄。
（13）機尾須用地錨或專用錨杆（上運皮帶不少於4棵（直徑不小於20mm，長不小於2400mm, 錨固長度不小於1000mm），下運不少於6棵）牢固固定於巷道底板。
（14）挪移機尾延伸皮帶（與挪移耙裝機順次進行）時，必須有工區管理人員現場指揮；挪移機尾采用絞車（或穩車）牽引，回頭輪采用2棵錨杆（直徑不小於20mm，長不小於2400mm, 錨固長度不小於1000mm）牢固固定，回頭滑左右中心位置與皮帶一致；機頭、機尾必須有可靠的信號聯係。挪移到位後，用上述方法固定好機尾、拉緊皮帶、安裝延伸皮帶架子。
（15）利用下運皮帶輔助運料時，裝、卸料台應完好、可靠，裝、卸料人員應精力集中、協調一致。
（16）禁止用皮帶運輸超長、超重設備、物料，隻能運送錨梁網支護材料。
（17）巷道內行走時禁止用手觸摸皮帶。
（18）禁止任何人在任何情況下乘皮帶。
（19）其它未盡事宜，嚴格執行《輸送機司機》——煤礦安全技術（培訓）統編教材的有關規定執行。
19、巷道的安全間隙必須符合《煤礦安全規程》的要求，設備安置及物料堆放要留有不小於0.7m的安全間隙。
第九節 其它
1、巷道內無雜物，無淤泥、無積水（淤泥、積水長度不超過5m，深度不超過0.1m）。浮矸（煤）不超過軌枕上平麵。材料工具碼放要整齊。
2、作業場所懸掛施工斷麵圖（並標明風筒、管線吊掛位置），炮眼布置圖及爆破說明表和避災路線圖。
3、使用風動錨杆鑽機時必須遵守以下規定：
（1）鑽孔前，必須確保頂板與兩幫圍岩穩定，進行安全作業。
（2）禁止機子平置於地麵。
（3）鑽孔時，不準用帶手套的手去試握鑽杆。
（4）開眼位時，應扶穩鑽機，進行開眼作業。
（5）鑽孔時，不要一味加大氣腿推力，以免降低鑽孔速度，造成卡鑽、斷釺、崩裂刀刃等02manbetx.com 。
（6）機子回落時，手不要扶在氣腿上，以防傷手。
（7）機子加載和卸載時，會出現反扭矩。但均可把搖臂，取得平衡。特別是突然加載和卸載時，操作者更應注意站位，合理把持搖臂手把。
4、其它安全未盡事宜，嚴格按《煤礦安全規程》、《煤礦安全技術01manbetx 》的有關規定執行。

附：錨網支護強度驗算
按單獨使用錨杆加固拱理論計算：
錨杆長度：L=N（1.1+W/10）
N——圍岩影響係數
Ⅱ類圍岩——N=0.9
Ⅲ類圍岩——N=1.0
Ⅳ類圍岩——N=1.1
Ⅴ類圍岩——N=1.2
W——巷道寬度，m.
本巷穿過岩層為Ⅳ——Ⅴ類圍岩（全煤f=0.8——1.2），取N=1.15；
本巷掘進寬度W=4.4m.
所以：L=1.15(1.1+4.4/10）=1.77m
錨杆間距：M≤0.5L=0.5×1.77=0.885m=885mm
錨杆直徑：d=L/110=1.77m/110=0.0161m=16.1mm
通過以上計算並結合運河煤礦實際，確定頂部選用Φ20×2200mmⅡ級鋼筋錨杆,幫部選用Φ18×1800mm鋼筋錨杆;其排距為1000mm，間距為900mm



單體液壓支護強度驗算
液壓支柱型號:D831
最大支撐高度3150mm,最小支撐高度2300mm,伸縮行程856mm,額定工作阻力:300KN,初撐力142～190KN。
本工作麵3層煤厚平均7.5m,最厚8.1m,切眼寬度為7.2m,切眼高度為3.0m,頂板厚度最大H=5.1m,支護間排距為2.8×1.0m.
單體液壓支護密度為:M=(7.0×1.0)/2=3.5m2/棵
公式驗算：Q=KMHrg=1.2×3.5×5.1×1.3×9.8=272.89<300KN（其中K為備用係數，r為煤的比重）
根據以上計算2.8×1.0m的支護形式滿足切眼的支護強度。