33031、33035雙巷掘進工作麵作業規程

　　　33031、33035雙巷掘進工作麵作業01manbetx
　　　1、地質基本情況
　　1.1、頂底板岩石性質
　　1.1.1、老頂
　　粉砂岩，厚度1.71m，灰色，層狀，成份以石英、長石為主。
　　1.1.2、直接頂
　　砂質泥岩，厚度1.87m，灰黑色，中厚層狀，含大量植物化石，局部砂質較多。
　　1.1.3、偽頂
　　炭質泥岩，厚度0.2m，含泥質較多，含炭質，隨采掘脫落。
　　1.1.４、直接底
　　砂質泥岩，厚度2.1m，灰黑色，中厚層狀，含砂質較多，呈砂泥岩互層，局部細砂岩化，可見植物化石。
　　1.1.５、老底
　　細砂岩，厚度1.69m，深灰色，中厚層狀，上部炭質較多，下部泥質較多，含炭質。
　　1.2、水文地質情況及湧水量
　　水文地質條件簡單，掘進時湧水主要為3#煤層上覆的粉砂岩、砂岩等裂隙水。順錨杆、錨索孔及煤岩層裂隙滲入巷道，造成巷道局部出現滴水、淋水等現象。預計單巷湧水量為0.5-3m3/h。施工過程中要時刻作好排水準備，接好水泵和排水管路。另北部臨近東山嶽城礦采空區，掘進至附近要防老窯透水，要嚴格執行“有疑必探，先探後掘”的原則，防止工作麵水災02manbetx.com 發生。
　　1.3、瓦斯情況
　　工作麵絕對湧出量CH4為2.1m3/min，CO2為0.3m3/min。
　　1.4、煤塵及自燃情況
　　煤塵無爆炸性，無自燃傾向。
　　1.5、煤層情況
　　黑色，條帶狀結構，似金屬光澤，煤中含薄層夾矸。煤層結構由上至下4.99（0.34）1.47m，煤層平均厚度6.8米，煤層傾角平均2-8度。
　　1.6、地質構造
　　該段位於一背、向斜構造部位，由西向東掘進時，先經一背斜，再經一向斜，西翼傾角2—8度，背、向斜軸向均近南北向，向北傾狀。

　　附：圖1-1 3303工作麵地層綜合柱狀示意圖
　　　　圖1-2 33031、33035巷預想地質剖麵示意圖
　　　2、巷道布置及技術特征
　　2.1、巷道布置（位置、用途、服務年限與附近巷道的關係）
　　2.1.1、位置
　　地麵位置：位於東山嶽城煤礦以南，半坡村以西南。地麵標高724-840m。
　　井下位置及四鄰采掘情況：西為東區北翼膠帶（已掘），北為東山嶽城煤礦采空區，南3303工作麵（末采）及3302工作麵，東為三盤區未掘區域。工作麵標高485-518m。
　　2.1.2、巷道用途
　　33031巷為3303工作麵回采時出煤之用，33035巷為3303工作麵回采時進風之用。
　　2.1.3、服務年限
　　巷道服務年限約為2年。
　　2.2、施工條件及施工期限
　　2.2.1、施工條件
　　2.2.1.1、巷道較高，作業時應注意安全。
　　2.1.2.2、施工時采用的設備較多，應加強機電管理。
　　2.2.1.3、支護材料不一，支護工序較為複雜，應加強支護質量控製。
　　2.2.1.4、該段位於背、向斜構造部位，瓦斯湧出將出現異常，特別是軸部，施工隊及有關單位要堅持原則，堅決杜絕瓦斯超限。
　　2.2.1.5、受背、向斜構造影響，局部裂隙發育，在掘進過程中，隊組要根據頂幫變化，及時采取有效支護措施，加強頂幫管理。
　　2.2.1.6、對東山嶽城礦的采空區位置及積水情況要進一步調查、核實，掘進中我隊嚴格執行“有疑必探，先探後掘”原則，且必須加強頂板管理、突水預防和有害氣體防止等工作。驗收員、班長及作業人員加強巡檢和觀察，一旦探到老空區或發現巷道內或工作麵迎頭有掛紅、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、有臭味等突水預兆或片幫嚴重、煤層酥軟、瓦斯湧出異常等情況時，必須停止作業，采取措施，立即彙報調度室，撤出所有受威脅地點的人員。地質部門必須經常深入現場，及時作出地質預報。
　　2.2.2、施工期限
　　2005年3月—2005年9月。
　　2.3、巷道技術特征及支護形式
　　附：圖2-1 巷道平麵布置示意圖
　　2.3.1、巷道設計長度及掘進施工順序
　　兩巷單巷設計長度1686.47m（從北翼膠帶大巷至33114巷）。由我隊的一個施工組采用S200M掘進機沿煤層底板從連采一隊停掘處開始向前雙巷掘進。施工長度為1396.47m。
　　33035巷、33031巷根據通風以及S200M掘進機雙巷掘進調機的需要，每隔60米施工一個聯絡斜橫川。
　　2.3.2、巷道支護采用樹脂加長錨固錨杆組合支護係統，並進行錨索補強。
　　2.3.3、巷道技術特征（見表2-1：巷道技術特征表）

附：圖2-2 巷道斷麵布置示意圖
　　　3、施工方法
　　3.1、作業方式
　　采用黑龍江佳木斯煤機廠改裝生產的S200M掘進機。采用S200M掘進機割煤，後備SGW-40T型溜子、DSP-1080/1000皮帶出煤。采用我礦自行研製的錨杆機、錨索機支護頂部錨杆和錨索，采用手持式風動鑽機完成巷幫錨杆的支護工作。
　　3.2、掘進方式
　　采用機掘全斷麵掘進。
　　3.3、施工組織
　　采用“四·六”製作業，即：三班生產，一班檢修。組織專業與綜合工種相結合的圓班綜合工作隊進行施工。
　　3.4、循環進度的依據
　　S200M掘進機掘進割煤時，割煤司機不得進入空頂下。
　　3.5、循環進度
　　單巷每個循環12m，每個班兩巷各1個循環，每天6個循環。班進度24m，日進度72m。
　　3.6、采用的先進施工技術
　　3.6.1、巷道掘進采用S200M掘進機割煤，自製錨杆機、錨索機支護。
　　3.6.2、利用SGW-40T型溜子和DSP-1080/1000皮帶組合出煤。
　　3.6.3、由一台激光指向儀控製中線。由另一台激光指向儀指示高度。
　　3.7、施工工藝流程

　　3.8、當S200M機組在33035巷割煤時，錨杆機、錨索機正在33031巷支護。錨杆機、錨索機完成33031巷的支護後開機至最近一橫川向外20米；機組割煤達循環進度後，轉移到33031巷割煤掘進。錨杆機、錨索機隨之開至33035巷進行支護。
　　附：3-1 S200M掘進機雙巷掘進順序示意圖。
　　3.9、調機過程：
　　3.9.1、調機過程中人員必須由班長統一指揮協調一致，嚴禁私自行動，不聽指揮。
　　3.9.2、調機前，必須認真檢查調機路線，清理路障及與調機作業無關的所有人員，由電工檢查確認電纜完好，調機前班長必須指派專人按圖3-2所示設置警戒，警戒人員清出與調機作業無關的人員，確保調機路線暢通、安全後方可通知班長開始指揮調機作業。
　　3.9.3、調機前，必須認真修所割巷道周邊成型，保證巷道不留地角，中線無誤。
　　3.9.4、調機前，必須由班長、安監員認真檢查機組兩側及機組前方5米範圍、二部溜子機頭5米範圍內確認無人，並且拖電纜人員到位後方可發出調機信號，開始調機。調機過程中一旦出現異常，立即出信號停機處理。
　　3.9.5、由於支護作業要先完成，因此調機過程中，正常情況下先將錨索機、錨杆機退至調機橫川口之後20米以外，然後將S200M掘進機調至已支護完好的巷道割煤。
　　3.9.6、調機過程中，必須派專人看護電纜，清理路障及人員，嚴禁擠傷、擠斷電纜、撞壞通風設施及壓風、供水設施、轉載機等。
　　3.9.7、調機過程中，拖電纜人員必須站於頂板完好的安全地點，由專人指揮，邊放邊拖，拖電纜人員一般不少於10人，且人員間距要勻稱，拖電纜人員必須站在距機組5米外。
　　3.9.8、調機過程中，必須閉鎖施工兩巷內正巷溜子的開關。
　　3.9.9、調機過程中，機組截割頭要落至低處（距地板不超過300mm），二部轉載溜子落到適當位置，鏟板抬起，後穩定器升起。
　　3.9.10、調機過程中，必須按調機示意圖所標注位置按規定設置警戒，確保機組在前進及後退過程中，機組截割頭前方無人員作業，保證調機安全順利進行。
　　附：3-2 調機示意圖
　　3.10、施工前（施工中凡巷道方位變化的地方），由生產技術室測量組送放施工中線，經校核後，給我隊下達施工中線通知書。我隊接到施工中線通知書後將其標注在工作麵的施工斷麵圖板上，並嚴格按標注尺寸施工。
　　　4、掘進施工作業
　　4.1、掘進作業
　　4.1.1、施工設備
　　S200M掘進機。
　　附：表4-1 S200M掘進機主要技術特征表

　　4.1.2、截割方式
　　縱軸式橫向連續擺動截割。
　　4.1.3、截割方法
　　截割頭由巷道一側底部進刀，進刀深度800-1000mm，然後在巷道內水平截割，周邊留下300-400mm厚的邊煤，每水平擺動截割一次，抬高700-800mm，按照截割運行曲線示意圖連續擺動截割至初步成形，截完一個循環進度後，修周邊達到設計要求。一次割煤達循環進度後轉移到另一巷道進行施工割煤。
　　附：圖4-1 截割運行曲線示意圖
　　4.1.4、截割工藝流程
　　進刀→截割→修周邊→成形。
　　4.1.5、截割質量要求
　　4.1.5.1、必須嚴格按設計要求掘進。
　　4.1.5.2、頂、底板截割平整，兩幫齊整。寬度、高度符合設計要求，其誤差符合《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》。
　　4.1.6、提高截割質量的措施
　　4.1.6.1、加強通風防塵管理，提高工作麵能見度。
　　4.1.6.2、經常進行崗位練兵，提高司機素質。
　　4.1.6.3、遇到頂（底）板起伏變化時，隨時調整截割高度，做到平緩過渡。
　　4.1.6.4、經常觀察校正激光指向儀，保證指向正確，無中線不準截割。
　　4.1.6.5、嚴格按照截割方法和工藝進行操作。
　　4.1.6.6、對巷道斷麵的規格尺寸及誤差標準，要符合設計要求，其誤差不超過《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》，司機必須牢記。
　　4.2、運輸作業
　　4.2.1、運輸設備
　　運煤：DSP-1080/1000皮帶一部
　　　　　SGW-40T型溜子七部
　　附：表4-2 DSP-1080/1000型皮帶主要技術特征表

　　4.2.2、運料係統
　　所用材料：由副井至井下換裝站後，運安工區經東軌大巷→北翼運輸大巷→33031巷我隊料場處，之後我隊人工將所需材料搬運至工作麵。
　　4.2.3、運煤係統：截、裝、運平行作業
　　施工中破落的煤由工作麵→機組小溜（一、二部）→掘進工作麵溜子→33035巷皮帶（33031巷經聯絡橫川溜子）→33035巷溜子→北翼膠帶大巷溜子→北翼膠帶巷皮帶→東膠皮帶→主井皮帶→地麵。
　　4.2.4、延伸溜子、皮帶方法及安全技術措施
　　4.2.4.1、延伸溜子
　　4.2.4.1.1、施工工藝：
　　交接班→安全檢查→將解鏈處開至機頭→解鏈→移機尾→鋪底鏈接溜槽→鋪上鏈→固定機尾→接鏈並緊鏈→點動試轉→安全檢查→正常運轉
　　4.2.4.1.2、安全技術措施
　　4.2.4.1.2.1、交接班後，溜子司機要認真檢查溜子，確認溜子運轉安全、可靠。
　　4.2.4.1.2.2、在機頭過渡槽處用緊鏈器緊鏈、接連，接好鏈時大鏈鬆緊要適宜。
　　4.2.4.1.2.3、用撬棍或機組截割頭將溜子機尾移至工作麵迎頭空頂下，但人員不得進入空頂，將安裝場地整平。
　　4.2.4.1.2.4、將溜子順序排好，從機頭向機尾依次將溜槽接好，槽與槽之間間隙要均勻，接口要嚴密，保證溜槽成線。
　　4.2.4.1.2.5、鋪上鏈時刮板、各部件螺絲要齊全，並要緊固。
　　4.2.4.1.2.6、點動溜子時必須派有經驗的老工人操作，確認安全後方可開機運轉。
　　4.2.4.2、延伸皮帶
　　4.2.4.2.1、施工工藝：
　　交接班→安全檢查→在適當的位置解開皮帶→移機尾承載部包括機尾後搭接溜子→固定機尾→接好皮帶→緊皮帶→點動試轉→安全檢查→正常運轉
　　4.2.4.2.2、安全技術措施
　　4.2.4.2.2.1、交接班後，皮帶司機要認真檢查皮帶及後搭接溜子，確認皮帶運轉安全、可靠，皮帶不能留有無大量的煤，溜子搭接牢固。
　　4.2.4.2.2.2、延皮帶時派專人看護機組電纜。
　　4.2.4.2.2.3、專人聯係司機是否允許拖延皮帶，待信號返回允許拖拉皮帶時方可作業。
　　4.2.4.2.2.4、機組拖皮帶必須由鋼絲繩雙繩拴在機尾架上。
　　4.2.4.2.2.5、機頭專人看護漲緊絞車，必須在護聯網外，嚴禁進入護聯網內。
　　4.2.4.2.2.6、點動皮帶時必須派有經驗的老工人操作，確認安全後放可開機運轉。
　　4.2.4.2.2.7、正常運轉後將漲緊絞車開關閉鎖並打至零位。
　　4.3、掘進機、輸送機司機操作安全措施
　　4.3.1、掘進機司機操作安全措施
　　4.3.1.1、掘進機必須由經礦培訓合格的掘進機司機來操作，並持證上崗，嚴格按照《掘進機司機01manbetx 01manbetx 》、《掘進機司機崗位責任製》和《煤礦安全01manbetx 》第七十一條的規定進行操作。
　　4.3.1.2、啟動掘進機前5分鍾，必須發出開機信號，隻有在確認鏟板前方和截割臂、機組兩側附近無人時，方可開機。割煤時、溜子卸載部位往裏2米至工作麵迎頭範圍之內任何人嚴禁進入。機組運行期間，副司機站於機組後2米外方永久支護下必須將電纜看好，並禁止任何人在機組未閉鎖的情況下擅自進入轉載溜子前方。
　　4.3.1.3、掘進機司機要坐在操作台上操作，還必須配備一名副司機在機組後方永久支護下的安全地點（第二部小溜後方2米範圍以外）指揮，正、副司機必須密切配合。掘進機司機在離開操作台時，必須切斷機組油泵電源。
　　4.3.1.4、割煤中如出現直徑超過300mm的大塊，必須停機將機組退後，用截割頭破碎。
　　4.3.1.5、機組在交接班、支護停機時，必須將截割頭落地斷開掘進機上的組合開關。
　　4.3.1.6、機組在檢修時，必須將鏟板、截割頭落地，二部溜子方到最低，將機組電源和隨機開關電源停電，隔離開關打至零位並可靠閉鎖，同時掛停電牌。
　　4.3.1.7、機組前進或後退時，要有專人看護拖移電纜、灑水膠管等，以防損壞，同時派專人注意前後、左右是否有人員或材料、設備，以免傷人或撞翻、撞壞材料、設備等，拖電纜人員必須在機組5米外。
　　4.3.1.8、割煤前班組長首先要對工作麵附近的頂板支護、通風等情況進行全麵認真檢查，瓦檢員檢查瓦斯情況，確保頂板完好、通風良好、瓦斯不超過1%時放可作業。同時要空載運行機組各部位，發現問題要及時處理。決不允許帶病開機作業。
　　4.3.1.9、截割高度、寬度要符合設計要求，誤差不超過《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》。
　　4.3.1.10、司機在工作中必須精力集中，時刻注意頂板、支護及機器運行情況，發現異常立即停機處理，機組第二部小溜即操作台左右擺動時，正司機必須首先檢查，確認5米範圍內無人員經過時，方可擺動。
　　4.3.1.11、嚴禁不檢修、缺油、無供水、無供風除塵、瓦斯超過0.5%的情況下送電啟動機器。
　　4.3.1.12、機組作業或檢修過程中，進退時以及截割頭回擺、升降、伸縮時，必須保證運行範圍內無人方可操作。
　　4.3.1.13、截割臂左右擺動角度不得大於36度，嚴禁機組超負荷進行作業。截割頭不能帶負荷啟動。
　　4.3.1.14、當機器後退調機時，要清理好巷道內沿途雜物以及所有與調機無關人員並由專人指揮看護電纜、水管、風管、皮帶機尾承載部、溜子等設施，並檢查機組照明燈是否完好，發現問題要采取喊話或口哨通知司機停機處理。
　　4.3.1.15、用機組延皮帶時要由班長親自指揮，並預先同皮帶司機取得聯係，及時鬆緊皮帶（鏈），繩扣要聯結在皮帶機尾或機組結實安全的位置，絕不能掛在易損位置。同時人員撤到安全位置。方可進行作業。
　　4.3.1.16、檢修機組時，必須將機組退到永久支護下方可進行。
　　4.3.1.17、司機操作時，必須做穩坐好，機組的作業割煤以及機組回擺時可能會造成操作台的上下左右震動，嚴防割煤司機從操作台掉下，造成02manbetx.com 。
　　4.3.1.18、一般情況，當截割較軟的煤壁時，采用左右循環向上截割的方法。
　　4.3.2、輸送機操作安全措施
　　4.3.2.1、輸送機司機持證上崗，嚴格按照《刮板輸送機01manbetx 01manbetx 》《皮帶輸送機01manbetx 》和《刮板輸送機司機崗位責任製》《皮帶輸送機司機崗位責任製》以及《煤礦01manbetx 》第七十二條、第六百二十五條至六百三十條的規定進行操作。
　　4.3.2.2、嚴格按信號開、停，信號為聲光組合信號，規定為“一聲停、二聲開”，特殊情況需要倒轉時，可打三聲信號點動倒轉。
　　4.3.2.3、接到開機信號後，要先點動幾下，無異常情況方可正常啟動。
　　4.3.2.4、要堅守崗位，不得擅自離崗。若有特殊情況，在離開崗位前，要把所開設備的控製開關打到零位閉鎖。
　　4.3.2.5、開機過程，司機必須集中精力，做到“眼不離機頭，手不離按鈕”。
　　4.3.2.6、解、接溜子大鏈時，必須掛雙鏈將上鏈固定牢固，另外必須使用緊鏈器。解、接溜子大鏈後，必須把開關打到零位並閉鎖。
　　4.3.2.7、刮板鏈跳牙時，必須使用緊鏈器上正。
　　4.3.2.8、嚴禁任何人乘坐溜子，不得使用溜子運送物料和設備。要在行人經常跨越刮板機的地方安設過橋，且過橋要牢固可靠。
　　4.3.2.9、溜子機頭、機尾采用打雙地錨拴大鏈的方法將其固定牢固。機頭、機尾所打地錨為Φ16長1.2m的倒楔式錨杆,然後穿大鏈把溜子機頭、機尾固定牢固。地錨要做拉拔實驗，每根錨固力不小於5噸。由於受施工工藝限製，兩巷工作麵溜子每班必須向前延伸，因此工作溜子機尾可不打地錨固定，並不加機尾護罩、過橋。
　　4.3.2.10、司機在清煤時，必須將輸送機停機並將開關大至零位。
　　4.3.3、使用緊鏈器安全技術措施
　　4.3.3.1、使用緊鏈器前，必須認真檢查緊鏈器，確保其安全、可靠、不磨損。
　　4.3.3.2、使用緊鏈器解、接溜子大鏈時，要首先檢查溜子減速器的刹車裝置，確保其靈敏、安全、可靠、有效。
　　4.3.3.3、使用緊鏈器解接大鏈時，必須有有經驗的老工人開機。
　　4.3.3.4、使用緊鏈器解接大鏈時，人員嚴禁站在機頭正對部位，要避開溜子斷鏈可能波及的範圍。
　　4.3.3.5、使用緊鏈器解接大鏈時，要將緊鏈器與機頭部及大鏈固定好，經有經驗的老工人檢查確認完好後方可解接大鏈。
　　4.3.4、處理溜子跳鏈、斷鏈安全技術措施
　　4.3.4.1、刮板鏈跳牙時，必須使用緊鏈器上正。
　　4.3.4.2、刮板鏈上鏈斷鏈時，應將溜子機頭過渡槽位置刮板鏈解開，將斷鏈處接好後，用緊鏈器將過渡槽解鏈處接好。
　　4.3.4.3、刮板鏈底鏈斷鏈時按以下方法進行處理
　　4.3.4.3.1、刮板底鏈隻斷一邊時，應立即停止裝煤，將斷鏈位置開到上槽進行處理。
　　4.3.4.3.2、刮板雙鏈全斷或斷一根但被下槽卡住不能開動時，要首先查找出斷鏈處。
　　4.3.4.3.3、將機頭過渡槽處的溜子解開，使底鏈放鬆。
　　4.3.4.3.4、將斷鏈處的溜槽移開，將斷鏈接好，將溜槽放好，大鏈送入下槽。
　　4.3.4.3.5、在機頭過渡槽用緊鏈器將大鏈接好並緊至適宜。
　　4.4、推拉機（移動式溜子機頭）操作使用安全技術措施
　　推拉機為我礦自行研製改進的一種新型設備，利用AM-50掘進機行走部分後經加工後將SGW-40T溜子機頭放在推拉機上，配合經加工改裝後的溜槽共同使用。推拉機向前行走，溜子則向前移動，使用推拉機配合S200M掘進機雙巷掘進施工，可生產班接溜槽的勞動強度，節省時間，可提有效高掘進工效。
　　4.4.1、推拉機移動安全技術措施
　　4.4.1.1、移動推拉機前必須先進行認真檢查推拉機的各個部件，確保推拉機能安全可靠運行。
　　4.4.1.2、移動推拉機向前移動時，先將溜子兩幫浮煤清理幹淨，專人檢查向前移動的線路，排除可能影響正常移動的障礙物。
　　4.4.1.3、推拉機行走時，必須先將溜子兩幫所有人員清出，並由班長指派專人在推拉機旁設警戒，警戒線內嚴禁有人員進入。
　　4.4.1.4、推拉機移動時，推拉機溜子、皮帶必須停止運轉，開關打至零位並可靠閉鎖。
　　4.4.1.5、推拉機向前移動推溜子，拉皮帶時，必須事先檢查皮帶機尾與推拉機連接部位，確保安全。皮帶機尾與推拉機用SGW-40T大鏈雙股連接。
　　4.4.1.6、推拉機向前移動推溜子、拖皮帶，當推拉機推不動時，用S200M掘進機截割頭將溜子機尾頂住，采用機組、推拉機共同移動。機組司機與推拉機司機須配合默契，班長指派一專人指揮發出信號。機組與推拉機必須共同行走，共同停止。
　　4.4.1.7、推拉機拖皮帶時，必須與皮帶司機事先聯係好，將皮帶送至適當位置。
　　4.5、臨時支護
　　4.5.1、臨時支護方式
　　臨時支護采用自製錨杆機臨時支臂進行臨時支護。
　　4.5.2、臨時支護方法
　　掘進機割煤達循環進度後，掘進機退出工作麵，錨杆機開進工作麵，從外向工作麵依次逐排支護，每排施工前，都要嚴格執行敲幫問頂找掉後，然後操作錨杆機操作手柄，伸起錨杆機臨時支臂臨時支護頂板。
　　4.5.4、質量標準
　　要求臨時支臂密貼頂板，支護過程中，必須使用臨時支護，嚴禁空頂下作業。
　　4.5.5、驗收製度及責任製
　　4.5.5.1、交接班時，班長必須對上一班的支護情況進行認真的檢查，發現問題及時處理。
　　4.5.5.4、驗收員要在每班收工前，對當班的工程質量進行驗收，對不合格的工程堅決返工並按規定重新補打錨杆或錨索進行支護，以保證工程質量符合作業規程的要求。
　　4.5.5.5、對驗收員不負責任，造成工程質量低劣，要追究其責任；對班組，因質量驗收打罵驗收員的人員要嚴肅處理，隊幹部要大力支持驗收員的工作。
　　4.5.5.6、當班驗收員不在時，隊裏必須及時派人頂替，禁止漏崗。
　　4.5.6、永久支護距工作麵迎頭的最大、最小控頂距
　　永久支護距工作麵迎頭最大控頂距14m，最小控頂距2m。
　　　附:圖4-2 永久支護距工作麵迎頭最大、最小控頂距平、剖麵示意圖
　　　5、永久支護施工方法
　　5.1、支護方法
　　巷道采用樹脂加長錨固錨杆組合支護係統，並進行錨索補強。
　　5.1.1、頂板支護
　　斷麵寬×高為5×3.5m頂板支護：
　　錨杆形式和規格：采用杆體為∮20左旋無縱筋高強度螺紋鋼錨杆，長度2400mm，杆尾螺紋為M22，型號為∮20-M22-2400。
　　錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支錨固劑，一支規格為K2335，另一支規格為Z2360，鑽孔直徑為28mm，錨固長度為1300mm。
　　鋼筋托梁規格：采用∮16mm的鋼筋焊接而成，寬度為100mm，鋼筋托梁長度4800mm，型號∮16-4800-100-6。
　　托板：采用拱型高強度托盤。
　　錨杆角度：靠近巷幫的頂板錨杆安設角度與垂直線成30度角，其餘與頂板垂直。
　　網片規格：采用50X50mm,5.5X1.1m菱形金屬網護頂。
　　錨杆布置：排距為1000mm，每排6根，間距為900mm，最靠近幫上的一根頂錨杆距巷幫250mm。
　　錨索：采用∮17.8mm的單根鋼絞線，長度7300mm，加長錨固，采用三支錨固劑，一支規格為K2335，兩支規格為Z2360。錨索每排2根，間距為1800mm，排距為2000mm，布置在巷道距巷幫為1600mm處的頂板上。
　　5.1.2、巷幫支護
　　斷麵寬×高為5×3.5m巷幫支護：
　　錨杆形式和規格：幫錨杆采用∮18-M20-2000圓鋼錨杆。33031巷幫錨杆靠工作麵一側使用型號為∮18-M16-2000的玻璃鋼錨杆。
　　錨固方式：樹脂端部錨固，采用一支錨固劑，規格為Z2360，錨固長度960mm，鑽孔直徑為28mm。
　　錨杆角度：靠近頂板的巷幫錨杆安設角度為與水平成向上10度角，其餘與巷幫垂直。
　　網片規格：采用50X50mm,3.0X1.1m菱形金屬網護幫。33031巷靠工作麵一側采用50X50mm,3.0X1.1m菱形塑料網護幫。
　　錨杆布置：排距為1000mm，每幫一排三根，間距為1000mm，起錨高度1000mm，最靠近幫上的一根幫錨杆距頂500mm。
　　5.1.3、交叉點支護：
　　每個橫川交叉口必須進行加強支護。
　　橫川開口或貫通時必須打注好鎖口錨索3根，抹角處施工錨索1根。
　　5.2、支護材料 附：表5-1錨杆支護材料清單

說明：1、錨杆的托盤與錨杆配套。
　　　2、錨索的錨具與錨索配套。
附：5-1 巷道支護布置示意圖
5.3施工工具附：表5-2 施工所需工具表

　　5.4、打眼及安裝設備

　　5.4.1、選用自製錨杆機、錨索機完成巷道頂錨杆及錨索的施工安裝，采用風動錨杆鑽機施工幫錨杆。支護時，錨杆機在工作麵裏麵支護頂錨杆;錨索機在錨杆機後支護錨索，幫錨杆同錨索施工同時進行。

　　5.4.2、安裝頂板錨杆

　　5.4.2.1、自製錨杆機支護頂錨杆施工工藝流程

　　敲幫問頂找掉(人員在永久支護下)→升起錨杆機上的臨時支護→兩人配合聯網→上鋼筋托梁人員將鋼筋托梁舉好→按間距施工頂錨杆→由外向裏逐排施工(全過程檢查瓦斯濃度)

　　5.4.2.2、錨杆應緊跟掘進頭及時支護，保證最小控頂距不超過2m。當由於工作麵內留有餘煤，自製錨杆機不能開進工作麵迎頭時，我隊可采用MQT-85J-33型單體風動鑽機支護頂錨杆及錨索。

　　5.4.2.3、打眼前先將錨杆機調整在工作麵適當位置，必須保證錨杆機履帶不壓溜子。升好臨時支護之後根據錨杆間、排距將要打錨杆的位置先將錨杆位置標準好後在打眼。

　　5.4.2.4、在鑽箱上裝好鑽杆，操作閥杆使鑽頭剛好頂在打眼的位置上，然後輕輕動作給進閥杆，使鑽頭能頂到頂板並頂個小窩。

　　5.4.2.5、接著操作快速給進閥，在操作過程中，堅持使用夾持器，防止鑽杆傷人。鑽孔時錨杆機升起，使鑽頭插入相應的鋼筋托梁孔中。錨杆孔深要求為2290-2320mm，並保證鑽孔角度，鑽頭鑽到預定孔深後下縮錨杆機，同時清孔，清除煤粉和泥漿。

　　5.4.2.6、錨杆機司機在打好的眼內放入樹脂藥卷(先放K2335，後放Z2360)。將錨杆杆體套上托板及帶上螺母，杆尾通過安裝器與錨杆機機頭聯接，杆端插入已裝好樹脂藥卷的鑽孔中，升起錨杆鑽機，將孔口處的藥卷送入孔底。

　　5.4.2.7、利用自製錨杆機攪拌樹脂藥卷。樹脂藥卷攪拌是錨杆安裝中的關鍵工序，要求攪拌過程連續進行，中途不得間斷。攪拌時間按廠家要求嚴格控製(一般為20-25秒)。停止攪拌但保持鑽機推力等待41-90秒降下鑽機，等待90-180秒，擰緊螺母托盤。

　　5.4.2.8、利用自製錨杆機擰緊螺母，使錨杆具有一定的預緊力。擰緊力矩應達到120N·m，檢查錨杆預緊力必須使用力矩扳手。

　　5.4.2.9、頂錨杆間距按鋼筋托梁眼距布置,排距及誤差不超過±100mm。

　　5.4.2.10、錨杆外露不大於50mm(不包括托盤、鋼筋托梁、螺母)。

　　5.4.2.11、在施工過程中，由於錨杆機在打注角錨杆過程中受鑽臂的限製，角錨杆難以打在鋼帶所規定的眼孔中。所以施工過程中，要求角錨杆可以不打注在眼孔中，但必須壓住鋼帶，且角度必須符合設計要求。(但錨杆距幫不得大於300mm)。

　　5.4.3、幫錨杆安裝

　　5.4.3.1、風動鑽機施工幫錨杆工藝流程

　　搭腳手架或采用自製錨杆機、錨索機作為腳手架：敲幫問頂找掉→接金屬網→定孔位→用風鑽鑽巷幫上部錨杆孔並清孔→往鑽孔內放入樹脂藥卷→用錨杆頭部頂住藥卷並送入孔底→用攪拌器聯接風鑽和錨杆尾部→轉動鑽機攪拌藥卷至規定時間(一般為20-35秒)→停止攪拌放下鑽機等待規定時間41-90秒→退鑽機等待90-180秒→在錨杆尾部套上托板並用扳手擰緊螺母直到達設計要求→安裝其它幫錨杆。

　　5.4.3.2、孔深要求1910-1940mm

　　5.4.3.3、幫錨杆擰緊力矩應達到80N·m。

　　5.4.3.4、幫錨杆應由上向下施工，確保施工安全。

　　5.4.3.5、受施工工藝限製(錨杆機在前、錨索機在後)，幫錨杆施工人員必須在錨杆機上打注靠頂板上麵的一根幫錨杆，在錨索機上打注最下方二根幫錨杆，所以上麵一根幫錨杆需滯後最前一排頂錨杆支護3米，下麵二根需滯後頂錨杆5米。施工幫錨杆時人員嚴禁站在錨杆機或錨索機兩側打注。

　　5.4.3.6、當支護達循環後，推拉機不能使用，需向前接溜槽繼續割煤時，接溜子幫的最上麵兩根幫錨杆必須及時補打合格，人員嚴禁進入未支護過的幫區域進行移溜子機尾接溜槽。

　　5.4.4、錨索安裝

　　5.4.4.1、自製錨索機施工錨索工藝流程

　　安全檢查→定孔位→用錨索機鑽錨索鑽孔並清孔→往鑽孔內放入樹脂藥卷→用錨索頭部頂住樹脂藥卷並送入孔底→升起鑽機並用攪拌器聯接鑽機和錨索尾部→轉動鑽機攪拌樹脂藥卷至規定時間(一般為20-35秒)→停止攪拌，等待41-90秒放下鑽機→等待15分鍾→在錨索尾部套上托板並裝上錨具→用錨索機上自帶的漲拉器或漲拉千斤頂漲拉錨索直到預緊力達到設計值→卸下漲拉千斤頂→安裝其它錨索。

　　5.4.4.2、7300mm錨索孔深控製在7030-7100mm內。

　　5.4.4.3、安裝樹脂藥卷，先放入1支K2335速凝樹脂藥卷，然後放入2支Z2360中速樹脂藥卷。插入錨索將樹脂藥卷推至孔底。

　　5.4.4.4、錨索下端用專用攪拌器與鑽機相連，開機攪拌。先慢後快，待錨索全部插入鑽孔後，采用全速旋轉攪拌20-35秒。停止攪拌後等待1分鍾，收縮鑽機，卸下攪拌器。攪拌後錨索外露長度應控製在不大於300mm。

　　5.4.4.5、漲拉錨索。采用錨索機自帶錨索漲拉器或漲拉千斤頂漲拉錨索，攪拌好後等待15分鍾，裝上托盤、錨具，用錨索機自帶錨索漲拉器或漲拉千斤頂漲拉錨索至設計預緊力100KN，之後卸下千斤頂。采用SL-50型漲拉千斤頂(1MPa=0.5t)漲拉錨索為20MPa;當采用SL-30型漲拉千斤頂(1MPa=0.3t)漲拉錨索為34MPa。

　　5.4.4.6、漲拉錨索必須保證預緊力達設計值。

　　5.4.4.7、錨索禁止切割。

　　5.4.4.8、受施工支護工藝及條件限製，錨杆機在前，錨索機在後，因此在錨杆機、錨索機聯合支護施工頂錨杆、錨索時，錨索必須滯後最前一排頂錨杆6米，當錨索排距達到6米時必須由錨杆機及時打錨索。當頂錨杆支護完畢後，退機時應選用錨杆機或風動頂鑽機施工最後一排錨索。支護完畢後錨索距工作麵迎頭最後一排頂錨杆不得大於3米。

　　5.4.4.9、當錨杆機或錨索機因出現故障，不能聯合支護，必須由錨杆機或者錨索機單機完成頂部錨杆、錨索的支護時，錨杆、錨索嚴禁空打、滯後。

　　5.4.4.10、當工作麵頂板條件發生變化時，頂板條件不好煤層疏鬆時，必須由錨杆機及時打錨索，錨索嚴禁滯後。

　　5.4.5、須定期進行井下錨杆錨固力拉拔試驗，每次數量不少於3根。如果發現錨杆實際錨固力與設計值相差較大，必須彙報生產技術室，待查明原因確定新的支護方案後，製定措施嚴格施工。

　　5.4.6、為了保證施工質量，須對錨杆錨固力進行抽檢，抽檢指標為頂錨杆錨固力不得低於100KN，幫錨杆錨固力不得低於70KN。發現不合格錨杆，應在其周圍200mm的範圍內補打錨杆。應在施工過程中，每300根或300根以下錨杆，做抗拔力試驗不得少於1組，每組不少於3根。用MLK-30(按1MPa=0.5t計算)型錨杆拉力計抽檢時，幫錨杆不小於14 MPa，頂錨杆不小於20MPa。對於抽檢不合格的的錨杆必須及時補打合格的錨杆。

　　5.4.7、掘進時形成的巷幫超寬或片幫超寬300mm時，必須及時處理，采用加長鋼筋托梁和補打錨杆的方法進行補強，巷道超寬1.5米時必須補打一根錨索，巷道超高500mm時補打一根幫錨杆。

　　5.4.8、巷道地質條件發生變化時，必須調整割煤、支護參數或采取應急措施及時處理：縮小割煤循環進度，縮小錨杆支護排距至0.8米，錨索排距相應縮小，兩根錨索采用12#-2800-1槽鋼連鎖。必要時嚴格執行割1米支護1米的作業方式，當采取以上措施不能有效控製頂板時，必須及時製定補充措施保證施工安全。

　　5.4.9、鋪聯網時，要求拉直拉緊，兩頭對齊，采用壓接方式用四股18#鐵絲按不大於100mm的間隔連接牢固(聯網扣數不少於3圈)。

　　5.4.10、用漲拉千斤頂漲拉錨索時，要兩人協作，漲拉油缸應與鋼絞線保持在同一軸線上，加壓後，工具錨卡住鋼絞線方能鬆手，並用8#鐵絲將千斤頂綁在頂網上。操作人員要避開漲拉缸軸線方向，以保證安全。

　　5.4.11、漲拉時，發現不合格錨索，必須在其附近300mm範圍補打合格錨縈。錨索安裝兩天後，如發現預緊力下降，必須及時補打。

　　5.4.12、頂錨杆和幫錨杆的托盤必須緊貼頂板(鋼筋托梁)和巷幫，且必須將螺母擰緊。

　　5.4.13、支護作業時，班組長要在打眼前組織有經驗的老工人先進行敲幫問頂，觀察頂板周圍情況，防止頂板掉矸02manbetx.com 發生。

　　5.4.14、自製錨杆機、錨索機嚴格按01manbetx 操作，嚴禁違章操作。

　　5.4.15、放入錨固劑前，應先將鑽孔衝洗幹淨。

　　5.4.16、施工時，各工序之間一定要嚴密組織，人員操作默契配合，嚴防意外02manbetx.com 發生。

　　5.4.17、打眼時，領釺工按所標眼位著眼，並與打眼工密切配合，注意頂板和兩幫情況，防止蹬空、斷釺、頂板掉煤(矸)等事故發生。

　　5.4.18、嚴格執行鑽開水開，鑽停水停，加強工作麵及低窪區積水排除工作。

　　5.4.19、必須實行頂幫全斷麵掛網。

　　5.4.20、嚴禁使用不合格的支護材料及配套設施。

　　5.4.21、必須加強機組的維護、檢修並及時更換、加補截齒。

　　5.4.22、鋪設、回收溜子時嚴格按《綜掘設備安裝回收崗位作業標準》執行。

　　5.4.23、機組司機割完煤刷幫時，驗收員在機組後側方安全地點配合司機將幫刷齊，並要注意機組動作情況，保證安全。

　　5.4.26、檢修作業地點必須支護齊全，達到永久支護的條件方可檢修，否則必須完善支護後方可檢修。

　　5.4.27、打注錨杆錨索後，驗收員現場編號，上井必須填寫建立台帳，以便抽檢，責任落實到人。

　　5.4.28、對失效或不合格的錨杆、錨索、外露大於300mm的錨索，必須重新補打合格。

　　5.4.29、必須嚴格按設計施工。

　　5.4.30、加強聯網質量，符合5.4.9條規定。

　　5.4.31、受截割頭限製，巷道四角隻能截割成弧形，但四角盡量要留小些，並要加強敲幫問頂及找掉活矸工作。

　　5.4.32、巷道頂部30度角錨杆，允許偏差(+5度);幫部錨杆起錨高度允許偏差±100mm;錨杆外露≯100mm。

　　5.4.33、煤體破碎時，可視具體情況，縮小支護排距至0.8米，錨索排距相應縮小，必要時，幫支護加托梁。

　　5.4.34、煤層破碎較難維護時，彙報生產技術室確定方案，另行製定補充措施。

　　5.4.35、兩幫片幫時，可以在網片外墊木柱帽，或加鋼筋托梁護幫。對於片幫超過300mm的地方應補打錨杆(每片幫300mm補打錨杆一根)。

　　5.4.36、施工角錨杆必須用FD200型坡度規測驗角度，確保角錨杆按規定角度施工。測驗角度時用FD200型坡度規平行靠近著好眼的鑽杆量驗角度，測角度時必須保證重錘和垂線不受阻礙，保持鉛直。坡度規使用完畢必須保護完好放入儀器袋內，嚴防垂線掛斷、重錘丟失。

　　5.4.37、支護過程中，人員嚴禁進入錨杆機、錨索機兩側以及錨杆機、錨索機中間行走或停留。

　　5.4.38、備料工必須及時將支護所用材料備至錨杆、錨索機上，嚴禁人員扛運支護材料從錨杆、錨索機兩側通過。

　　5.4.39、正常情況下，錨杆機與錨索機距離應處於800-1000mm，且必須將錨索機與錨杆機中間的連接板放平，嚴禁人員在錨杆機與錨索機中間行走或停留。

　　5.4.40、支護過程中或換鑽杆過程中，人員嚴禁將身體任何部位置於錨杆機、錨索機門架、臨時支護、鑽臂中間，人員必須在安全地點或操作台上規定位置操作。

　　5.4.41、錨索機或錨杆機行進或後退時，必須通知另一機組上的作業人員及本機組上的作業人員，並確認周圍無人後，方可開始操作。

　　5.4.42、錨索機、錨杆機行進過程中，必須派專人看護電纜、水管、風筒、風管設備等設施，嚴禁人為將設施撞壞。

　　5.4.43、支護班長全權負責錨杆機、錨索機施工時的現場把關與安全監督。

　　5.4.44、支護過程中，必須閉鎖支護巷道內正巷的溜子開關。

　　5.4.45、為形成正常循環施工，夜班必須留下不大於13米的空頂巷道，早班不支護，早班接班後由早班驗收員在空頂巷道永久支護下設置警戒線，並掛“嚴禁入內”警戒牌，嚴禁任何人進入空頂區域。中午班接班後迅速組織人員進行支護，空頂時間嚴禁超過6個小時，當地質條件變化時，嚴禁留空頂。

　　5.4.46、當機組在割煤時突然出現故障而導致無法運轉時，我隊人員必須先用MQT-85J-33型單體風動鑽機完成頂部的錨杆、錨索支護，用手持風動鑽機完成巷幫支護，隻有在支護合格後，人員方可進入處理機組，人員嚴禁在空頂下處理機組。

　　5.4.47、為提高錨杆機、錨索機支護效率，加快支護速度。因此在施工中，錨杆機在支護錨杆時隻支護每排的4根頂錨杆。錨索機在後方支護剩餘2根頂錨杆和錨索。當工作麵頂板條件情況下，嚴禁空打錨杆。

　　具體見：5-2錨杆、錨索機聯合支護頂錨杆示意圖

　　6、頂板支護質量監測

　　6.1、為了保證施工質量，須對錨杆錨固力進行抽檢，抽檢指標為頂錨杆錨固力不得低於100KN，幫錨杆錨固力不得低於70KN。發現不合格錨杆，應在其周圍200mm的範圍內補打錨杆。應在施工過程中，每300根或300根以下錨杆，做抗拔力試驗不得少於1組，每組不少於3根。用MLK-30(按1MPa=0.5t計算)型錨杆拉力計抽檢時，幫錨杆不小於14 MPa，頂錨杆不小於20MPa。對於抽檢不合格的的錨杆必須及時補打合格的錨杆。擰緊力矩頂錨杆不得低於120N.m，幫錨杆不得低於80N.m。

　　6.2、錨索預緊力。安裝錨索攪拌好後等待15分鍾，裝上托板，錨具，用漲拉千斤頂漲拉錨索至設計預緊力100KN，之後卸下千斤頂。采用SL-50型漲拉千斤頂(1MPa=0.5t)漲拉錨索為20 MPa; 當采用SL-30型漲拉千斤頂(1MPa=0.3t)漲拉錨索為34 MPa。

　　6.3、為了保證安全生產，為將來完善設計提供依據，必須配備必要的礦壓觀測手段，觀壓觀測根據巷道圍岩條件每隔30-50米安設一頂板離層儀，每個巷道交岔點要安設頂板離層儀，斷層帶、圍岩破碎帶、頂板淋水、硐室等特殊地質條件段必須安設頂板離層儀(離層儀布置在巷道頂板中心處)，現場設置離層數據牌板，我隊專人按要求安設、觀測，並做好記錄。

　　7、通風工作

　　7.1、掘進工作麵風量計算

　　風量計算根據晉煤通字(2005)第9號文《晉城煤業集團礦井風量計算方法》執行，按將工作麵瓦斯稀釋到1%以下和巷道允許最低風速進行計算，取兩者最大值為工作麵配風量。

　　7.1.1、按瓦斯湧出量計算

　　Q掘=100·q CH4·K掘

　　式中：Q掘---掘進工作麵配風量 m3/min

　　qCH4 ---掘進工作麵預測瓦斯湧出量 m3/min

　　K掘---瓦斯湧出不均衡係數 取1.5

　　根據地質資料，工作麵絕對瓦斯湧出量為2.1m3/min，則計算：

　　Q掘=100×2.1×1.5=315m3/min

　　7.1.2、按巷道最低風速進行計算

　　Q掘=60·V·S

　　式中：Q掘---掘進工作麵配風量 m3/min

　　V---《煤礦01manbetx 》規定的巷道最低風速取0.25m/s

　　S---掘進工作麵掘進斷麵積取為17.5m2

　　計算：Q掘=60×0.25×17.5=262.5m3/min

　　7.1.3、按人數計算實際需風量

　　Q掘=4×N

　　式中：Q掘---掘進工作麵配風量 m3/min

　　N--- 掘進工作麵同時工作的最多人數。根據實際情況，交接班時人數最多為：71人

　　計算：Q掘=4×71=284m3/min

　　經計算比較，315m3/min大於、262.5m3/min、284m3/min取最大值Q掘=315m3/min。

　　7.2、通風方式

　　采用壓入式通風方式

　　根據掘進工作麵所需風量，瓦斯湧出情況,綜合考慮風量、工作麵粉塵汙染，掘進工作麵通風方式采用壓入式局部通風機供風。

　　7.3、局扇選擇

　　壓入式通風方式下：每條巷道局扇選型均為兩台2×30Kw局扇，一台運轉，一台備用，局扇型號為：FD-Ⅱ-2×30Kw局部通風機。

　　驗算：Q扇供=Q吸·K供

　　式中：Q扇供---局扇實際出口風量

　　Q吸---局扇吸風量60KW局扇取500m3/min

　　K供---風筒供風率 取0.8

　　計算：Q扇供=500×0.8=400m3/min

　　Q扇供>Q掘 滿足掘進工作麵要求

　　驗算：

　　當Q扇供=400m3/min時，風速：V=Q掘/S=400m3/min/17.5 m2=0.381m/s小於《煤礦01manbetx 》規定的最大風速4m/s，大於最小風速0.25m/s，符合要求。2×30KW風機滿足掘進工作麵所需風量。

　　2×30Kw壓入式局扇采用H6L4-1140型號的PLC組合控製開關進行控製，實現風機自動切換，同時實現風機單電機啟動，達到排瓦斯的目的。

　　7.4、安設局扇巷道需用配風量

　　Q巷=1.43·n·Q扇吸

　　式中：1.43---局扇不循環係數

　　Q巷---安裝壓入式局扇巷道配風量 m3/min

　　Q扇吸---局扇實際吸風量 m3/min

　　n ---局扇台數(n≤2) 取1

　　當單台2×30Kw風機運轉時：

　　Q巷=1.43×500×1=715m3/min

　　7.5、局扇安裝位置

　　見通風係統示意圖。附：圖7-1 通風係統示意圖

　　7.6、風筒規格，懸掛及距工作麵迎頭距離，風筒連接方法

　　壓入式風筒規格：∮800×10000mm膠質風筒;∮800×5000mm抽出式風筒;風筒吊掛應執行逢環必掛，缺環必補，要求用10#鐵絲吊掛，環環吊掛，平直成線，拉緊掛穩，高度符合要求;風筒出風口距工作麵迎頭頂部永久支護距離不大於15m。每次割煤時必須將風筒接至工作麵迎頭支護3米範圍內.

　　風筒連接方法采用反壓邊法。兩台風機各出一趟風筒。

　　7.7、通風係統及風流方向

　　7.7.1、進風風流

　　進風風流：

　　地麵→東進風立井→東總進風大巷→東軌大巷→北翼膠帶運輸大巷→壓入式風機→壓風筒→掘進工作麵。

　　7.7.2、回風風流

　　回風風流：掘進工作麵→33035巷→經橫川至33031巷→北翼膠帶大巷→經橫川至北翼回風大巷→東總回風巷→東回風立井→地麵。

　　7.8、監測監控係統

　　7.8.1、瓦斯傳感器的種類和數量

　　每條掘進巷道工作麵、回風巷各配備一台瓦斯傳感器。型號為KG200。在每台局扇電纜上加裝開停傳感器。在每台局扇電纜上加裝開停傳感器。在每條施工巷道的局扇吸風口前加一瓦斯傳感器。型號為KG200。

　　7.8.2、瓦斯傳感器安裝位置

　　7.8.2.1、工作麵瓦斯傳感安裝在距頂板不大於300mm，距巷幫不小於200mm，距工作麵迎頭最前一排永久支護(錨杆支護)不大於5m的地點。

　　7.8.2.2、工作麵回風瓦斯傳感安裝在距頂板不大於300mm，距巷幫不小於200mm，距回風聯絡巷在10-15m的永久支護的地點。

　　7.8.3、瓦斯斷電濃度

　　7.8.3.1、工作麵探頭報警濃度為≥1%，斷電濃度為≥1.5%，斷掘進巷道範圍內所有非本安型電器設備，複電瓦斯濃度為小於1%。

　　7.8.3.2、回風探頭報警濃度為≥1%，斷電濃度為≥1%，斷掘進巷道範圍內所有非本安型電器設備，複電瓦斯濃度為小於1%。

　　7.8.3.3、風機吸風口前瓦斯探頭報警濃度為≥0.5%，斷電濃度為≥0.5%，斷工作麵所有非本安型電器設備，複電瓦斯濃度為小於0.5%。

　　7.8.4、遠動開關

　　遠動開關必須能控製工作麵所有非本安型電器設備。

　　7.8.5、安裝質量標準及使用維護製度

　　7.8.5.1、瓦斯傳感器必須安裝在完好的永久支護處，並且隨著工作麵推進而向前移動。

　　7.8.5.2、如發現傳感器有問題時要立即更換。

　　7.8.5.3、通風科負責傳感器的調校和斷電試驗工作。

　　7.8.5.4、我隊要經常清理儀器上的煤塵，防止煤塵堵塞進氣探孔。我隊每天對遠動開關進行一次斷電實驗，並負責線路的延伸，信息監控中心負責技術指導。

　　7.8.5.5、如發現儀器報警，必須立即停止工作。要查明原因，進行處理。同時向調度室、通風科彙報，請求處理。

　　7.8.5.6、停電停風要立即撤出人員到全風壓通風的新鮮風流巷道中，並要在所有能進入工作麵的巷道口設警戒，禁止任何人員進入工作麵。並向調度室、通風科調度彙報，服從調度指令。隻有恢複通風，巷道瓦斯濃度恢複到複電濃度以下時，方可人工複電生產。

　　7.8.5.7、嚴禁瓦斯超限時作業，每班工作麵瓦斯斷電兩次，必須停止作業，采取有效措施進行處理。

　　7.8.5.8、瓦斯傳感器要按規定定期上井到信息監控中心進行校驗，合格後方可下井使用。

　　7.8.5.9、瓦斯傳感器必須使用專用電源。做好線路的標準化，吊掛整齊,吊掛在電纜勾的最上勾。

　　附：圖7-2 監測監控係統布置示意圖

　　8、供電、供水、排水、壓風設備及能力

　　8.1、供電

　　8.1.1、動力電源(3#移變)來自於東區集中變電所12#高壓開關，專用風機電源(1#移變)來自來自於東區集中變電所3#高壓開關，備用風機電源(2#移變)來自於井下斯抽放泵站及局扇專用變電所9#高壓開關

　　8.1.1.1、掘進機、錨杆機、錨索機電源開關必須使用先導回路，並保證可靠運行，先導二極管必須接在機組隨機開關內。

　　附：圖8-1設備布置示意圖和圖8-2供電係統示意圖

　　8.1.2、電壓等級：1140V

　　8.2、供水

　　8.2.1、供水方式：靜壓供水。

　　8.2.2、供水水壓：≥1.5Mpa

　　8.2.3、供水線路：

　　地麵東風井水池→東進風立井∮159mm供水管→東進風大巷∮159mm供水管→東軌大巷∮159mm供水管→北翼運輸大巷∮159mm供水管→33031巷∮100mm供水管(每隔50米出一個三通)→33035掘進工作麵∮50mm供水管→各個工作麵∮32mm高壓膠管→各噴霧灑水點及用水點。

　　8.3、排水設備及能力

　　8.3.1、采用IS-65-50礦用離心式水泵，主要技術參數如下：

　　流量：15 m3/h

　　揚程：20m

　　功率：5.5Kw

　　另有兩台22Kw礦用離心式水泵備用。

　　8.3.2、排水線路

　　工作麵水泵→33031掘進巷道∮100mm排水管→北翼運輸大巷∮100mm排水管→東軌大巷水溝→井底水倉→排出地麵。

　　8.4、管線布置

　　8.4.1、33035巷供水、壓風管捆綁在巷道北幫，33031巷供水、壓風管捆綁在巷道南幫，距底板≮2m，每4—5m用8#鐵絲捆綁一處與幫錨杆固定好，且每50米出一個2寸的變頭。

　　8.4.2、33035巷電纜布置在巷道北幫、33031巷電纜布置在巷道南幫，距底板≮2.4m，風機專用電纜距底板≮2.6m，電纜鉤懸掛點間距不超過3m。電纜距抽放管路間距大於0.3m。

　　8.4.3、排水管鋪設在巷道底板非行人側。

　　8.5、壓風

　　8.5.1、壓風風壓8kg/cm2

　　8.5.2、壓風管線路

　　東風井地麵川九壓風機房→東進風立井∮159mm供風管→東進風大巷∮159mm供風管→東軌大巷∮159mm供風管→北翼運輸大巷∮159mm供風管→33031巷∮159mm供風管→33035掘進工作麵∮100mm供風管→各個工作麵∮32mm高壓膠管→風動錨杆鑽機或風鑽。

　　9、主要安全技術措施及避災路線

　　9.1、預防瓦斯積聚和火災事故的安全技術措施

　　9.1.1、加強通風管理，減少漏風，保護好通風設施。杜絕循環風和無計劃停風。嚴格貫徹執行2005年版《煤礦01manbetx 》第100-150條中有關通風、防止瓦斯積聚的規定。

　　9.1.2、局部扇風機和工作麵的電器設備之間，必須裝設可靠的風電閉鎖裝置。認真貫徹執行2005年版《煤礦安全規程》第128、129條的規定。

　　9.1.3、掘進工作麵采用雙電源雙風機自動切換供風，一台備用。必須保證備用風機完好。每天檢修班做雙風機雙電源切換試驗，確保備用風機、風筒完好、有效、安全、可靠，並做好記錄。

　　9.1.4、礦井因故停電和檢修，主要通風機停止運轉或通風係統遭到破壞時，當班班長必須立即將工作麵所有人員及時撤到新鮮風流中並向調度室彙報，聽從調度指令。恢複通風時，必須經過通風、瓦斯檢查人員、安檢員的檢查，恢複通風證實無危險後，方可恢複工作。

　　9.1.5、每次恢複通風前，必須首先檢查瓦斯，隻有在工作麵瓦斯濃度小於1%，二氧化碳濃度小於1.5%，且局扇及其開關附近10m範圍內的瓦斯濃度小於0.5%時，方可人工開動局部通風機，瓦斯濃度超過1%時，按《寺河礦排放瓦斯實施細則》及通風科製定排放瓦斯措施進行瓦斯排放，達到要求後方可複工。

　　9.1.6、加強供電管理，嚴格執行停送電管理製度，避免漏電接地事故，嚴禁帶電檢修和搬遷電氣設備，避免撞擊、摩擦火花，杜絕明火作業，消滅電器失爆。漏電試驗檢修班每班進行一次，並做好記錄。接地極每月檢查一次。嚴禁甩保護，電器設備必須靈敏、可靠、安全、有效。電器保護整定值必須按要求整定。防爆電器設備由專職電工定期檢查。雨季加強電氣設備檢修，電纜、接地極搖測，補充幹燥劑，防止電氣設備受潮，如果出現電纜絕緣值下降，立即查找原因處理。

　　9.1.7、嚴格瓦斯檢查製度，專職瓦檢員檢查瓦斯，杜絕空班漏檢。

　　9.1.8、每一入井人員必須隨身攜帶自救器，並會熟練使用，嚴禁攜帶煙草和點火物品，嚴禁穿化纖衣服。

　　9.1.9、對於發現瓦斯積聚(瓦斯濃度大於2%，體積大於0.5m3)的區域，積聚區域20米範圍內人員必須停止作業，切斷電源，要及時彙報通風科，並及時安排排除。我隊人員必須服從通風科指揮。

　　9.1.10、加強照明和電器管理，杜絕產生失爆。嚴禁帶電搬遷和檢修電器設備，嚴格執行同送電管理製度，避免漏電接地事故，避免撞擊、摩擦火花，杜絕明火作業，消滅電器失爆。

　　9.1.11、遇地質構造或老窯、小窯時，要先檢查瓦斯，水、火等情況並及時采取防範措施。

　　9.1.12、跟班幹部、班組長、機電工、掘進機司機必須隨身攜帶便攜式瓦斯報警器。當工作麵風流中瓦斯濃度達到1%時，必須停止用煤電鑽打眼;瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出人員至全風壓通風的進風風流中，切斷電源，進行處理，電動機或其開關地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止運轉，撤出人員，切斷電源，進行處理。

　　9.1.13、工作麵必須安設遠動開關斷電裝置，工作麵瓦斯傳感器必須吊掛在距工作麵5m範圍內。

　　9.1.14、堅持使用瓦斯電閉鎖和風電閉鎖裝置，必須保證其靈敏、可靠、有效。

　　9.1.15、皮帶機頭、移變、油脂存放地點，按本年度《災害預防與處理計劃》要求配備消防器材，器材必須齊全完好有效。(包括砂箱、滅火器、消防鍬等)。嚴格執行機電科製定的《油脂管理製度》。

　　9.1.16、工作麵發生瓦斯、火災事故，要聽從班長指揮，佩戴好自救器，按避災路線迅速撤退，並及時向礦調度室彙報。

　　9.1.17、在撤退過程中，遇有衝擊波及火焰襲來時，應背向衝擊波，俯臥在底板或水溝內，頭部位於最低處躲避。

　　9.1.18、不能撤離災區時，要立即進入避難硐室，並利用風筒、木板、工作服等搭築風障，阻止和減少有害氣體的進入，並隨時敲打鐵道或管路，發出呼救信號，以便及早與外界聯係。

　　9.1.19、瓦斯湧出量達3.0m3/min且通風能力不能滿足的條件下應由礦采取抽放措施。礦井采取有效措施實現邊抽邊掘、先抽後掘等方法抽放巷道煤壁瓦斯。

　　9.1.20、掘進過程中如果產生高冒區，必須按通風科下發的《礦井掘進工作麵高冒區管理規定》進行處理。

　　9.1.21、發生瓦斯、火災事故時的避災路線：

　　發生瓦斯、火災事故時的避災路線:工作麵人員立即佩戴好自救器由工作麵→33035巷(如在33035巷可由就近的橫川至33035巷)→經橫川至33037巷→北翼運輸大巷→東軌大巷→東總進風大巷→東進風立井→地麵。

　　當東進風立井罐籠不允許提人，應由主、副斜井到地麵。

　　附：圖9-1 避災路線示意圖

　　9.2、預防冒頂堵人事故的安全措施

　　9.2.1、所有施工人員都必須認真學習施工措施，熟悉地質條件，掌握支護質量標準和頂板管理知識，搞好頂板管理，防止冒頂事故。

　　9.2.2、嚴格執行敲幫問頂製度，敲幫問頂時，必須事先清理好安全退路，人員必須站在永久支護下麵，禁止任何人進入空頂下作業。此項工作由班長負責進行，並要使用專用工具。

　　9.2.3、嚴格按規程要求施工、機組司機隨時根據工作麵頂板情況，掌握好支護到工作麵迎頭的最大、最小控頂距離，嚴禁超控頂作業，嚴格執行敲幫問頂，班組長、跟班幹部、安檢人員必須加強工作麵頂板觀察工作，防止頂板事故。

　　9.2.4、對已掘巷道經常觀察頂板礦壓顯現情況，發現頂板有裂隙或有下沉情況時，應及時采取補打中柱等措施，中柱的位置要根據現場情況確定，以不影響施工為原則，(中柱規格∮180×3200mm)必要時必須停止作業，待采取措施無問題後方可施工。

　　9.2.5、工作麵遇斷層，陷落柱或頂板疏鬆不穩定時，應及時彙報值班室或調度室，另行製定專門措施。

　　9.2.6、嚴格按設計斷麵要求進行支護，加強工程質量控製，確保巷道工程質量全部合格。

　　9.2.7、必須使用合格有效的支護材料，不合格的材料禁止使用。

　　9.2.8、聯網質量要符合標準，錨固劑的攪拌時間和錨杆的力矩要符合設計要求。

　　9.2.9、如發生冒頂堵人事故，要積極組織人員采取有效措施搶險、救災，防止事態擴大，並及時彙報礦調度室。

　　9.2.10、人員堵在工作麵時，要立即采用水管、風管等向工作麵供風，保證人員呼吸。

　　9.2.11、嚴格執行落實《頂板管理三個體係》。

　　9.3、預防透水安全措施

　　9.3.1、施工人員要掌握透水預兆，發現有透水預兆時，按2005年版《煤礦安全規程》第266條規定執行。

　　9.3.2、堅持有疑必探，先探後掘的原則。

　　9.3.3、生產技術室水文地質人員經常深入現場，及時提供水情預報。

　　9.3.4、排水設備必須提前下到工作麵，並隨巷道掘進向前鋪設，保證有水後能及時排除。

　　9.3.5、如發生透水要及時彙報礦調度室，並按本年度《災害預防與處理計劃》要求組織搶險救災，情況危機急時，要迅速按避災路線撤退。

　　9.3.6、發生水災時的避災路線：

　　避災路線: 工作麵→33031巷(如在33035巷可由就近的橫川至33031巷)→北翼膠帶大巷→經橫川至北翼回風大巷→東總回風大巷→東回風立井(經梯子)→地麵。

　　附：圖9-1 避災路線示意圖

　　9.4、綜合防塵措施

　　9.4.1、機組截割采用噴霧滅塵，機組外噴霧不完好、無水不準截割。

　　9.4.2、機組上安設抽風機，司機在割煤時必須開啟抽風機。

　　9.4.3、各轉載點應設有噴霧滅塵裝置，保證正常灑水。

　　9.4.4、加強通風管理，避免循環風，減少粉塵飛揚。

　　9.4.5、佩戴防塵口罩，加強個體防塵保護。

　　9.4.6、回風由我隊組織人員安裝淨化水幕(距掘進工作麵不超過50米)，距工作麵60-200米處安設一組防爆水袋，每組不少於100個，必須保證水量充足，水袋容積40L。

　　9.5、輔助運輸安全措施

　　9.5.1、人員在作業過程中，若有車輛行駛來時，必須到永久支護下的安全地點躲避。

　　9.5.2、用車輛運輸物件時另行製定措施。

　　9.5.3、我隊使用三輪車運輸設備、材料時嚴格按《三輪車操作規程》及有關製度運輸。

　　9.5.4、嚴格執行《寺河礦輔助運輸管理製度》。

　　9.6、提高煤質措施

　　9.6.1、嚴格按規程設計要求施工，禁止割底板和金屬網。

　　9.6.2、認真執行9.2條有關措施，防止冒頂漏矸事故，如發生冒頂漏矸，及時補充分裝分運措施。

　　9.6.3、鐵器、錨杆、雜物專車回收，嚴禁上運煤係統。

　　9.6.4、嚴格執行機開水開，機停水停。

　　9.6.5、巷道內積水及時排除。

　　9.6.6、必須努力提高塊率，發現截齒損壞，必須及時更換。

　　9.7、過老空安全措施：根據地質資料無老空區。

　　9.8、錨杆支護防瓦斯燃燒安全技術措施：

　　9.8.1、錨杆支護工必須佩帶便攜式瓦檢儀。班長及佩帶人員入井前要認真檢查瓦檢儀是否靈敏可靠有效，必須保證所帶儀器完好。

　　9.8.2、支護整個過程要檢查瓦斯，確保瓦斯不超過1%。

　　9.8.3、工作麵必須配備滅火器及備用消防水管、接頭，以防發生燃燒事故能及時將火撲滅。滅火器及備用消防水管、接頭隨工作麵前移而前移。滅火器放置在上風側。

　　9.8.4、加強“一通三防”管理，保證風筒吊掛吊接標準且出風口距工作麵永久支護(錨杆支護)不超15米。

　　9.8.5、電工必須協同瓦檢工巡回檢查瓦斯、瓦斯探頭、斷電及切換裝置是否靈敏、可靠、有效。一經發現問題立即處理達完好。

　　9.8.6、安檢員及班長應密切關注頂板及煤層變化情況，一旦發現異常，要立即組織撤人至全風壓的安全地點，待處理好後方可恢複作業。

　　9.8.7、注錨杆時，在托盤與萬向變頭中間加塑料墊片防托板轉動與鋼帶或網片摩擦產生火花。

　　9.8.8、其他執行本年度《礦井災害預防與處理計劃》。

　　9.8.9、打錨杆、錨索時要嚴格執行打錨杆錨索防止瓦斯燃燒措施。

　　9.8.10、嚴禁碰撞、摩擦產生火花。電器設備符合完好標準，嚴禁失爆。確保各種保護靈敏可靠有效。

　　9.8.11、皮帶機頭、移變、油脂存放地點，按本年度《災害預防與處理計劃》要求配備消防器材，器材必須齊全完好有效。(包括砂箱、滅火器、消防鍬等)。嚴格執行機電科製定的《油脂管理製度》。

　　9.8.12、打注錨杆、錨索時，瓦斯濃度達到1%時嚴禁作業。

　　9.8.13、打注頂錨杆、錨索時堅持鑽開水開原則。

　　9.9、施工橫川措施

　　9.9.1、橫川技術特征：

　　9.9.1.1、33035巷、33031巷施工中，根據巷道掘進時瓦斯湧出以及S200M掘進機工藝巷道的需要情況，每隔60m施工一個聯絡橫川。 根據實際情況聯絡橫川施工為斜橫川，施工角度與巷道前掘方向成60度角。

　　9.9.1.2、設計長度25米(巷中至巷中)，施工長度24米。

　　9.9.1.3、橫川技術特征

　　橫川技術特征同正巷。支護同正巷。

　　9.9.2、安全技術措施

　　9.9.2.1、正巷施工至橫川位置段必須加強支護。

　　9.9.2.2、開口施工橫川要求：正巷施工至迎頭距所施工橫川的裏幫不得大於3米，橫川開口處必須打注鎖口錨索3根，抹角處施工錨索1根。

　　9.9.2.3、橫川開口前必須對開口10米範圍的支護、頂板等情況進行檢查，保證安全後方可開口。

　　9.9.2.4、開口必須組織經驗豐富，技術過硬的司機進行操作，司機應精心操作，嚴防擠傷人員，班長要派有經驗的兩名工人在機組後側安全地點觀山指揮。

　　9.9.2.5、開口時“三員”必須在現場觀察指揮，確保拐彎安全順利進行，驗收員嚴格把關，確保工程質量和施工安全。

　　9.9.2.6、開口采用斜切進刀截割方式。開口截割橫川口靠外幫的煤角時，將機組退到正巷正頭截割。

　　9.9.2.7、橫川施工采用掘進機和溜子聯合出煤至正巷溜子(或皮帶)上出煤。

　　9.9.2.8、橫川施工前正巷、開口處及貫通處的錨杆、錨索必須保證齊全、合格，之後方可開口。

　　9.9.2.9、驗收員及班長應密切關注頂板及煤層變化情況，一旦發現異常，要立即組織撤人，待處理好後方可恢複作業。

　　9.2.9.10、橫川開口施工，必須將風筒出口對準施工處吹。

　　9.2.9.11、橫川開口時，橫川裏幫距正巷迎頭不得大於5米。

　　9.9.2.12、橫川貫通嚴格按橫川貫通安全技術措施進行。

　　9.10、橫川貫通安全技術措施

　　9.10.1、施工過程中，要嚴把安全質量關，確保安全無事故，工程質量達標。

　　9.10.2、橫川設計長度為25米，實際施工長度為24米。施工過程必須嚴格控製進尺情況，掌握貫通距離，杜絕無計劃貫通。

　　9.10.3、在施工過程中需嚴格掌握進尺情況，在貫通剩餘5米，施工單位需書麵通知通風科，一式兩份，通風科接到5米通知書後，應向施工單位下達允許或不允許掘進通知書;在貫通剩餘2米時，施工單位需書麵通知通風科，一式兩份，通風科接到2米通知書後，應向施工單位下達允許或不允許貫通通知書;無通風科向單位下達允許掘進或貫通通知時，施工單位不允許向前掘進或貫通。

　　9.10.4、當最後一班探透後，停止掘進，由現場“三員”檢查貫通點的支護、瓦斯、通風等情況，確認安全後方可貫通。

　　9.10.5、掘進最後一班貫通時，先在巷道上部以0.5米見方的小孔貫通，經“三員”檢查無瓦斯等其他隱患時，經現場通風主管人員同意後，逐步將小孔刷大至設計斷麵。貫通當班通風科必須派專人現場認真組織有關隊組進行通風係統調整工作。

　　9.10.6、貫通剩餘5米時，必須保證貫通點對麵巷道貫通處10米範圍內支護齊全、合格、安全。並且對麵鎖口錨索打注合格。貫通點對麵巷道貫通處20米圍內嚴禁有人行走，並由負責貫通的班組派專人設好警戒，以防意外事故發生。

　　9.10.7、施工過程中必須以“三大規程”為準則，嚴格按章作業，確保安全。

　　9.10.8、貫通的全過程要嚴格執行《煤礦安全規程》第108條的有關規定及相關規定。

　　9.10.9、割煤過程將頂、底板割平整，嚴禁頂板超挖以防瓦斯積聚。貫通處要求平穩過渡，不得出現台階。

　　9.10.10、貫通時，通風科、施工隊組必須派幹部跟班。

　　9.10.11、通風科必須提前安排有關單位將調風所用材料運輸到位，確保貫通當班調風所用。

　　9.10.12、最後一班探透及貫通的整個過程，通風科現場指揮，沒有通風科現場幹部的指令，我隊嚴禁貫通，必須嚴格按通風科現場幹部指揮貫通。

　　9.10.13、橫川貫通嚴格執行通風科下發的《多巷平行掘進聯絡巷貫通順序的通知》。

　　9.10.14、巷道文明生產標準執行《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》和集團公司、寺河礦的有關標準和規定。

　　9.11、其它安全措施

　　9.11.1、開好班前會，對工作麵有關情況及本班要求，做到心中有數，搞好交接班工作，嚴格執行崗位交接製度。

　　9.11.2、各類司機必須持證上崗，嚴格執行《操作規程》和《崗位作業標準》

　　9.11.3、掘進機司機必須嚴格按2005年版《煤礦安全規程》第71條規定操作嚴防機器誤動作傷人或其它事故發生。其它各類工種作業時均應嚴格執行《操作規程》和《崗位作業標準》。

　　9.11.4、嚴禁蹬溜子，坐皮帶，橫跨溜子皮帶必須走過橋。

　　9.11.5、機組運行期間，派專人在安全地點看水管、電纜和機組二部溜子出煤情況，嚴防損壞設備或其它事故發生。

　　9.11.6、嚴格執行停送電有關規定，停電停風由班組長組織各崗位人員將工作麵各電器開關閉鎖，並迅速組織人員按避災線路撤退至全風壓通風的新鮮風流中及時與調度室聯係。

　　9.11.7、信號保護齊全可靠，各類設備的安裝符合有關技術標準。

　　9.11.8、嚴格遵守設備維護、保養、檢修製度，認真做好檢修記錄，保證檢修質量。

　　9.11.9、割煤期間，機組兩側禁止行人或作業。清煤過程中，必須麵向工作麵，嚴禁將鐵鍬碰撞轉載溜子等設備。

　　9.11.10、施工頂幫錨杆、錨索時，需站在高凳或架板上作業時，高凳一定要放平放穩、架板搭接牢固，架板必須三點支撐，專人扶凳，人員要踩實站穩，防止蹬空傷人。

　　9.11.11、加強電纜管理，嚴禁用鐵絲吊掛電纜，電纜嚴禁交叉，共鉤、串鉤敷設，保證動力電纜吊掛高度不小於2.4米，風機專用電纜不小於2.6米，弧垂保持一致。移動設備後，電纜必須可靠吊掛。

　　9.11.12、電器設備嚴禁甩保護運行。電器設備接地必須合格。

　　9.11.13、電器設備嚴格執行《機電質量標準化標準》和《機電設備完好標準》。

　　9.11.14、必須執行先開水後開機，先停機後停水的原則。

　　9.11.15、使用起吊用具時，必須專人檢查和校驗，確保合格後方可使用。

　　9.11.16、電纜和電器設備發生故障後，未查明原因嚴禁強行送電。

　　9.11.17、掘進中我隊嚴格執行“有疑必探，先探後掘”原則，且必須加強頂板管理、突水預防和有害氣體防止等工作。施工中堅持“邊探邊掘”，驗收員、班長及作業人員加強巡檢和觀察，一旦探到老空區或發現巷道內或工作麵迎頭有掛紅、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、有臭味等突水預兆或片幫嚴重、煤層酥軟、瓦斯湧出異常等情況時，必須停止作業，采取措施，立即彙報調度室，撤出所有受威脅地點的人員。地質部門必須經常深入現場，及時作出地質預報。

　　9.11.18、掘進時一旦出現產生高冒區，嚴格按通風科下發的《礦井掘進工作麵高冒區管理規定》進行處理。

　　9.12、質量標準

　　工程質量，文明生產，機電設備質量，嚴格按《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法》貫徹執行，全達標準化要求，巷道竣工移交時達到《巷道竣工驗收移交標準》。

　　9.12.1、巷道淨寬：合格-50--+250mm，優良-30--+250mm

　　9.12.2、巷道淨高：合格-50--+200mm，優良-10--+200mm

　　9.12.3、錨固力：合格：最低值不小於設計值的90%;優良：最低值不小於設計值。

　　9.12.4、間排距：±100mm

　　9.12.5、錨杆錨索角度：≥75°(設計有角度的錨杆除外)

　　9.12.6、錨杆外露：≤100mm;錨索外露：≤300mm。

　　9.13、保證工程質量的措施

　　9.13.1、加強職工隊伍培訓，不斷提高職工素質和質量意識。

　　9.13.2、嚴格質量驗收，以質考核，獎懲分明。

　　9.13.3、施工人員必須掌握巷道設計規格和質量標準要求，嚴格按設計施工。

　　9.13.4、積極開展全麵質量管理工作，重點搞好工序管理和標準化工作。

　　9.14、檢修安全技術措施

　　9.14.1、機組操作工必須持證上崗，機組行進期間，必須將鏟板、穩定器升起，司機及檢修人員嚴禁將身體任何部位探出操作台進行操作。

　　9.14.2、如發生危急情況，必須使用緊急停止開關切斷機組電源。

　　9.14.3、禁止在截割臂(頭)下麵停留或行走，如果確需在截割臂、鏟板、刮板機、這些部位的下麵作業，必須進行可靠的支墊及吊掛，並要斷開機組開關和隨機開關，並掛停電牌，確認安全後，方可工作。支墊時，人員必須站在安全地點，用木垛進行可靠支墊，吊掛時，必須保證錨杆、起吊器材安全可靠，係數滿足規定。

　　9.14.4、機器運行中，嚴禁維修和檢查。

　　9.14.5、檢修前，將機組退至永久支護下的安全地點，將截割臂完全放下，置於底板之上，切斷電源並閉鎖控製開關。

　　9.14.6、更換大重物件嚴格按《綜掘設備安裝，回收崗位作業標準》執行。

　　9.14.7、工作麵有人時嚴禁動作截割臂、截割頭。

　　9.14.8、解、接溜子鏈必須使用緊鏈器，並由溜子司機、設專人看管和有經驗的老工人操作嚴防擠傷人員和濺傷人員。

　　9.14.9、嚴禁帶電、帶壓(液壓係統)檢修設備。

　　9.14.10、作業前首先對作業環境進行全麵認真檢查，嚴格執行敲幫問頂製度找掉活矸、活煤，確保支護、頂板完好，通風良好，瓦斯不超過1%的情況下方可作業。

　　9.14.11、車輛運輸嚴格遵守礦車輛運輸有關規定。

　　9.14.12、多人作業、搬抬運物件要專人指揮、專人觀山，號令一致、動作統一協調，嚴防碰手碰腳事故發生。

　　9.14.13、作業期間，班長、安檢員要嚴格檢查瓦斯，一旦瓦斯超過1%必須停止作業，將開關打至零位並閉鎖，人員撤離至全風壓通風的新鮮風流中，並彙報通風科，待處理好後方可作業。

　　9.14.14、起吊2噸以下重物時，可用支護合格的頂錨杆，但每排隻能用一根，且必須隔排使用，起吊完畢後必須及時將錨杆緊固，力矩達設計要求;起吊2噸以上重物地點必須打注專用起吊錨杆(∮20-M22-2400)，且每根必須作拉拔實驗，保證每根錨杆錨固力不小於7噸。起吊錨杆必須打注在頂板支護完好處。起吊錨杆必須打注合格，起吊錨杆數量由起吊重物決定，保證安全係數不小於6倍。

　　9.14.15、起吊溜子機頭、風機、截割減速器等大於1T小於3T的設備必須用5T的吊鏈。(起吊用具的額定破斷力必須大於起吊重量的6倍以上)。小於1T的設備用1T吊鏈。

　　9.14.16、起吊前，必須保證起吊及作業所用工具合格、有效、可靠，不合格嚴禁使用。起吊及作業所用工具必須經跟班幹部、班長、驗收員，作業人員共同檢查合格後簽字，保證其有效、安全可靠方可投入使用。

　　9.14.17、起吊時起吊用具要掛牢。保證吊環掛繩牢固，重心穩固，吊鉤鎖死，繩扣套好，錨鏈(馬蹄加螺絲且螺絲上緊)連接好，嚴防掛繩或錨鏈鬆動脫出傷人事故發生。

　　9.14.18、起吊時所有人員必須站在離起吊點至少5米的安全地點，嚴禁任何人在起吊物意外下落可能波及的範圍內行走、作業或逗留。拉吊鏈人員(一人)站在起吊點2米以外的安全地點且確保安全退路暢通。

　　9.14.19、起吊時，班長現場指派專人(經驗豐富、責任心強的)於安全地點關山，密切關注起吊處的頂板、起吊錨杆、起吊用具的運轉情況，發現異常立即停止作業進行處理。

　　9.14.20、起吊時先緩慢進行試吊，確認起吊物重心穩固無問題後方可正常起吊。

　　9.14.21、起吊要做到平緩起吊平緩卸放，以防重物失衡墜落傷人事故發生。

　　9.14.22、安裝各部位的螺栓及銷軸時，必須使用專用工具如定位銷等對眼位，嚴禁用手對眼位。

　　9.14.23、使用大錘等工具時，作業人員要首先檢查大錘的完好，作業時要避開大錘等工具運行範圍及大錘等工具可能脫落飛出涉及的範圍。

　　9.14.24、電器拆接火嚴格執行停送電製度，並做好驗放電等工作。

　　9.14.25、高空作業嚴格執行《高空作業管理製度》。

　　9.14.26、雙電機驅動部件試轉時必須分開試轉，確定轉向一致後方可並相。

　　9.14.27、敷設電纜期間應專人指揮，邊放邊鋪，嚴禁電纜扭曲、交叉，嚴禁電纜一頭固定拖放。

　　9.14.28、掘進機在開車前及工作中，全部人員必須撤出危險範圍。使用過程中，必須保證掘進機、錨杆機、錨索機所有照明燈具明亮完好。

　　9.14.29、司機在工作中必須精力集中，時刻注意頂板、支護及機器運行情況，發現異常立即停機處理。

　　9.14.30、工作中出現大塊炭、矸，要立即停機破碎方可裝載運輸。

　　9.14.31、嚴禁不檢修、缺油、無供水、無供風除塵、瓦斯超限的情況下啟動機器。

　　9.14.32、起停要按順序進行，非緊急情況，不得使用急停按鈕。

　　9.14.33、機組作業或檢修過程中，機組第二運輸機回擺、進退時以及切割頭回擺、升降、伸縮時，必須保證運行範圍內無人方可操作。

　　9.14.34、機組行走或後退時，收起鏟板及後穩定器，截割臂要伸平，二部溜子必須放至最低。

　　9.14.35、截割臂左右擺動角度不得大於36度，更不能在超負荷進行作業。截割頭不能帶負荷啟動。

　　9.14.36、當機器後退調機時，要清理好巷道內沿途雜物並由專人指揮看護電纜、水管、風管、皮帶機尾承載部、溜子等設施，發現問題要用口哨通知司機停機處理。口哨一聲為停、二聲為開。

　　9.14.37、司機及任何工作人員不得隨便拆除機件、甩保護等進行違章作業。

　　9.14.38、機組啟動前必須清除機組上的，雜物、矸石等。

　　9.14.39、用機組延皮帶時要由班長親自指揮，並預先同皮帶或溜子司機取得聯係，及時鬆緊皮帶(鏈)，繩扣要聯結在機組結實安全的位置，絕不能掛在易損位置。同時人員撤到安全位置。方可進行作業。

　　9.14.40、檢修機組時，必須將機組退到永久支護下方可進行。

　　9.14.41、電氣、電控係統的檢修必須在停掉上一級電源後閉鎖掛牌方可進行，檢修前必須先驗放電，並檢查瓦斯濃度小於0.5%的情況下方可進行。

　　9.14.42、機組、錨杆機、錨索機檢修前必須將機組液壓部分泄壓，嚴禁帶壓檢修設備，機組檢修必須是熟悉液壓係統的專業人員進行檢修。機組檢修過程中，截割頭、鏟板、回轉、升降、回擺、伸縮等旋轉及壓力裝置附近5米範圍內及運行範圍內嚴禁站人。

　　9.14.43、操作液壓手柄時，一定要緩慢，要經過中間位置。

　　9.14.44、司機操作時，必須坐穩坐好，機組的作業可能會造成操作台的上下左右震動。

　　9.14.45、機組行走時，禁止進行切割。

　　9.14.46、在截割時，尤其是截割較硬的岩石時，會產生較大的震動，造成截齒的超前磨損或影響切割效率，要使鏟板及後穩定器接地良好，加強穩定性，減少震動。

　　9.14.47、設備停止工作時，截割頭要回縮落地。

　　9.14.48、截割電機啟動前，應打開內噴霧，防止噴嘴堵塞。

　　9.14.49、當遇到較硬的岩石時，不要強行截割，對有部分露頭的硬石時，應首先截割周圍部分，使其墜落。

　　9.15、更換截齒安全技術措施

　　9.15.1、班每班接班後必須認真檢查截齒完好情況，發現損壞的截齒，必須及時更換，嚴禁缺少截齒運轉。

　　9.15.2、更換截齒時，人員嚴禁站在鏟板上更換，且必須將機組截割頭落地，並將機組組合開關打至零位，停掉上一級電源，專人設置警戒，看護機組組合開關，並在上一級電源開關處掛“有人作業，嚴禁送電”的牌板。

　　9.15.3、更換截齒時，人員首先用障鉗將障圈取掉，然後取掉截齒，進行更換。

　　9.15.4、人員檢修作業更換截齒時，必須單項作業，嚴禁交叉作業。

　　9.15.5、更換截齒時，人員嚴禁在空頂下作業。

　　9.16、自製錨杆、錨索機使用安全技術措施。

　　9.16.1、操作人員必須認真學習《自製錨杆、錨索機操作規程》方可上崗進行操作。

　　9.16.2、錨杆、錨索機調機過程中，必須設專人清理路線，專人拖拉電纜，專人設置警戒後方可進行。

　　9.16.3、調機過程中，跟班幹部、安監工必須在現場把關。

　　9.16.4、錨杆機作業過程中，人員嚴禁在機組臨時支護門架、機組旋轉裝置、升降裝置、行走裝置、回擺裝置附近行走或作業。

　　9.16.5、所有參與錨杆(索)機作業施工人員必須經過崗前培訓，並認真學習操作規程後方可上崗。

　　9.16.6、啟動錨杆機時，一人操作，一人看護電纜，機組周圍嚴禁站人。

　　9.16.7、錨杆(索)機前進過程中，副司機要密切注意錨杆機周圍及巷道頂板巷道內其他設施等，杜絕撞傷人員，杜絕撞壞風水管路、風筒、電纜等設施。

　　9.16.8、嚴禁用錨杆機起吊、拖拉物件。

　　9.17、鏟車運料、清煤、使用安全技術措施

　　9.17.1、鏟車使用前必須認真學習《鏟車操作規程》。駕駛員應受過專門訓練，並取得煤礦駕駛操作證書，不要免強駕駛員疲勞作業，以免事故發生。

　　9.17.2、在使用鏟車清煤時，所有人員必須站在鏟車威脅不到的安全地點。鏟車清煤須分段清理，鏟車清煤、行使路段指派專人站崗，防止與清煤作業無關的人員進入。

　　9.17.3、鏟車在溜子、皮帶幫清煤時必須停止運轉溜子、皮帶，並可靠閉鎖溜子、皮帶，設專人看護，嚴防人員誤動作。

　　9.17.4、人員往鏟車上裝、卸、料;清煤時，必須在鏟車將鏟鬥落下停穩並熄火後，司機方可通知人員進行裝、卸料、煤。裝、卸料、煤結束後司機必須等人員全部撤離到安全地點後方可啟動鏟車。

　　9.17.5、鏟車清煤時，鏟鬥必須放至底板沿底板向前進行清煤。

　　9.17.6、鏟車使用時，照明燈必須完好，照明等損壞後必須及時更換，嚴禁無照明等啟動鏟車作業。

　　9.17.7、鏟車經過聯絡巷口或拐彎時，必須鳴號，同時提前減速，放慢行駛速度，確保安全運輸，以防撞傷人員。

　　9.17.8、鏟車運行時，司機必須高度集中注意力，發現行駛前方有人員時，必須立即停車，待清理人員後方可開動鏟車。人員看到鏟車時，必須立即躲避到橫川內並向司機晃燈示意有人，待鏟車過後方可出來，若無橫川要立即向司機晃燈示意停車，停車後方可通過。

　　9.17.9、鏟車停車，司機離開時，必須將鏟車鏟鬥落下，並將鏟車熄火，嚴禁不熄火司機離開鏟車。

　　9.18、所有職工必須認真學習規程中的相關規定並經考試合格後方可上崗作業。

　　9.19、貫徹本規程的同時，要貫徹學習《煤礦安全規程》及本規程涉及到的相關標準之規定。

　　10、施工組織管理

　　10.1、采用“四六”製作業形式，三掘一準作業方式，每班設班長(或跟班幹部)一名，跟班指揮;驗收員(持證上崗)一名，跟班隨機檢測工程質量、文明生產;設正副班長各一名，領導全組工作;專職溜子司機、皮帶司機、機組司機持證上崗;安全崗員、網員在各班組內發揮應有作用促進安全生產，班組實行工作麵崗位交接班。

　　10.2、隊幹部24小時井上值班，及時處理施工中的各種問題，協調各班生產。

　　10.3、嚴格按循環作業圖表組織施工，按勞動組織圖表進行分工，責任明確，互相配合。嚴格執行崗位質量責任製。

　　10.4、搞好職工思想政治工作，全體職工必須牢固樹立“安全第一”思想，嚴格執行“三大規程”有關規定作業，杜絕“三違”。嚴格執行交接班彙報、登記製度。

　　10.5、附：表10-1 循環作業圖表(另附)

　　10.6、附：表10-2 勞動組織圖表