| 軟件簡介： |
第一章 工作麵基本概況
第一節 工作麵井上下及煤層對應關係
1、巷道名稱：所掘巷道為3201運輸巷。
2、煤層對應關係：3201運輸巷沿3#煤層頂板掘進。
3、用途：供3201工作麵進風、運輸。
附：3201運輸巷巷道平麵布置圖
第二節 工作麵上下左右四鄰關係、采掘情況及影響
3201運輸巷地麵位置位於原西溝裏村以東，盤鑫生活區以西。井下位於3201回風巷以東（與3201回風巷平行），二采區1#運輸下山以北。
第二章 地質情況
第一節 煤層賦存特征
工作麵開采對象為山西組中下部3#煤層，煤層賦存相對穩定，含一層夾矸，分兩個自然分層，煤層結構0.22-0.31（0.52-0.84）0.61-1.10，平均厚度2.06m。
附：煤岩層綜合柱狀圖
第二節 地質構造情況
巷道於Y13測點（二采區1#運輸下山）向東28.2米處開口，沿腰線向前掘進54.8米穿層至2#煤層，平巷掘進38.7米，掘進38.4米後進入3#煤層；沿煤層頂板掘進，沿巷方向煤岩層自然坡度為- 3°～11°，整體呈一向斜褶曲。根據現有地質資料，掘進中不會遇到大的地質構造，但可能會遇到空巷及小型斷層、底鼓等地質構造現象，屆時應加強巷道頂板及支護管理。
第三節 預測瓦斯、火、煤塵情況
1、煤層絕對瓦斯湧出量為0.1 m3/min。
2、二氧化碳絕對湧出量為0.18m3/min。
3、煤塵具有爆炸性，煤塵爆炸火焰長度大於400mm。
4、煤層為自燃煤層。
5、地溫正常。
第四節 水文地質情況
巷道掘進中主要充水因素為2#煤層頂板K8砂岩含水層的水，受掘進及礦山壓力影響，通過有效裂隙滲入巷道，掘進至低窪段巷道頂板或煤牆底部可能會出現局部滲水現象。預計巷道正常湧水量為5m³/d左右，最大湧水量為4m³/h左右。此外，煤層與上覆2#煤層屬近距離煤層，上覆煤層與本煤層的老空區積水是防治水工作的重點，因此在掘進過程中要堅持“有掘必探、先探後掘”的原則，嚴格執行超前探測的有關規定。建議在鑽探異常區必須增加瞬變電磁超前物探，確保掘進安全。
第三章 巷道布置情況
第一節 巷道簡述
1、3201運輸巷巷道沿3#煤層掘進，巷道為梯形斷麵，上淨寬3.2m，淨高2.36m，下淨寬4.0m，淨斷麵8.496m²。巷道全長801.4m。
2、3201運輸巷於Y13測點（二采區1#運輸下山）向下28.2m處開口，與二采區1#運輸下山夾角為79°，開口後以3°坡掘進30m，以11°坡掘進24.8米進入2#煤層，沿2#煤層掘進38.7m，然以-15°坡掘進38.4m進入3#煤層，沿3#煤層頂板掘進至設計位置。
第二節 施工順序
3201運輸巷采用炮掘一次成巷施工方式。巷道永久支護采用礦用11#工字鋼棚、網、木背板、木撐杆支護；過下部空巷及前後10米範圍時采用12#含錳工字鋼棚、網、木背板、木撐杆加錨杆支護。
第三節 巷道中線布置
1、3201運輸巷掘進施工前由地測部提供一組中線，我隊嚴格按所給定的中線掘進。
2、3201運輸巷開工掘進前，由地測部在二采區1#軌道下山（與3201運輸巷立交段處）標定巷道中線，我隊嚴格按所給定的巷道中線，對立交段及前後10米範圍進行套棚補強。
第四章 巷道支護
第一節 支護設計結論
1、3201運輸巷采用礦用11#工字鋼梯形棚支護，梁長3200mm，腿長2400mm，棚距800mm。
2、3201運輸巷過下部二采區1#軌道下山及前後10米範圍，采用12#含錳工字鋼梯形棚加樹脂錨杆支護，梁長3200mm，腿長2400mm，棚距400mm；錨杆間距2200mm，排距800mm。
第二節 臨時支護方式
一、臨時支護形式和規格
掘進工作麵與永久支護之間必須金屬前探梁進行臨時支護，前探梁采用2根長度不小於4.5m的3寸水管，均勻布置並垂直於工作麵，每根用不少於2道前探梁卡固定在永久支護上，前探梁固定必須保證完好。
附：臨時支護平、剖麵圖
二、臨時支護與永久支護的關係
永久支護到掌子頭最大控頂距為1.8m，最小控頂距為0.2m，掘進時要及時進行臨時支護，管理好頂板。
1、臨時支護架設方法
1.1敲幫問頂：放炮15分鍾後，在專人（跟班隊幹和安全員）監護下，由兩名以上經驗豐富的工人站在安全可靠的永久支護下、且退路暢通的安全地點，對工作麵頂板正前方和兩幫高度1.5米以上地方，采用一根2.5米長頂部焊接一條Ф20×300㎜打尖鐵棍的4″— 6″鋼管進行找頂，兩幫1.5米以下用洋鎬進行。由外向裏進行敲幫問頂，找掉幫頂的活煤矸，使幫頂為實煤體。
1.2前移前探梁卡：敲幫問頂無問題後，作業人員站在永久支護下的工作台上，將前探梁卡卡緊在靠近窩頭棚梁上。
1.3鋪頂網：作業人員站在永久支護下將永久支護與臨時支護上的網片先花聯好，加快臨時支護速度，減少空頂時間，最後再隔孔相聯。
1.4前串前探梁：作業人員站在永久支護下，將金屬網和工字鋼梁放在前探梁上後，使用長柄工具將金屬網托起，同時後麵兩人將前探梁推至窩頭，作業人員用長柄帶鉤工具將金屬網拉直，經現場負責人檢查迎頭防護裝置安設有效後，方可進行支護作業。
第三節 永久支護
一、3201運輸巷支護方式：
采用11#礦用工字鋼梁長3200mm，11#礦用工字鋼腿長2400mm，棚距800mm。頂部使用6塊1000mm×120mm×40mm的木背板絞頂，木背板間距496mm，兩幫各使用3塊木背板背幫，最上一塊木背板距離梁頭100mm，向下木背板間距為500mm、500 mm；每架棚梁間使用兩根800mm×40mm×40mm木撐杆支撐，木撐杆距棚梁端頭為100mm，每架棚腿中部各使用一根木撐杆；巷道頂部、西側幫部鋪設金屬網，金屬網材料為10#鐵絲，網孔規格50×50mm，網片規格1000×2800mm，網搭接不少於100 mm，網片要鋪平、鋪直緊貼岩麵，聯網采用16#鉛絲隔孔相連，雙絲雙扣，扭結不少於3圈。
附：巷道支護斷麵圖
二、3201運輸巷其它段支護方式：
1、3201運輸巷開口5m範圍，及3201運輸巷穿過二采區1#軌道下山前後10米範圍，采用12#工字鋼製作棚梁棚腿，全斷麵鋪設金屬網，頂部垂直巷道頂板打設兩根錨杆，錨杆排距為0.8米。
1.1工字鋼、金屬網鋪設方式：
采用12#工字鋼梁長3200mm，12#工字鋼腿長2400mm，棚距400mm。每兩架頂部使用6塊1000mm×120mm×40mm木背板絞頂，木背板間距496mm，每兩架棚腿各使用3塊木背板背幫，最上一塊木背板距離梁頭100mm，向下木背板間距為500mm、500 mm；每架棚梁間使用兩根木撐杆支撐，木撐杆距棚梁端頭為100mm，每架棚腿中部各使用一根400mm×40mm×40mm木撐杆；巷道頂部、幫部鋪設金屬網，金屬網材料為10#鐵絲，網孔規格50×50mm，網片規格1000×2800mm，網搭接不少於100 mm，網片要鋪平、鋪直緊貼岩麵，聯網采用16#鉛絲隔孔相連，雙絲雙扣，扭結不少於3圈。
1.2錨杆支護方式：
錨杆形式和規格：杆體為20#左旋無縱筋螺紋鋼筋，鋼材為335#錨杆專用鋼，長度2.0m，杆尾螺紋為M22。
錨固方式：樹脂加長錨固，采用兩支樹脂藥卷，一支規格為K2335，一支規格為Z2360。鑽孔直徑為28mm，錨固長度為1300mm，要求錨杆錨固力不低於105kN。
錨杆配件：采用拱型高強度托板，鋼號不低於Q235，配合球形墊和減阻尼龍墊圈，托板高度要求不低於36mm，托板厚度不低於8mm。
錨杆布置：錨杆排距800mm，每排2根錨杆，錨杆距離巷幫500mm,錨杆間距2200mm。錨杆全部垂直岩麵打設，考慮到施工需要，允許5°誤差。
錨杆扭矩：利用扭矩倍增器扭緊螺母，要求達到300Nm，但不超過550Nm。
2、3201運輸巷0-131.9m段（除開口5m範圍，及3201運輸巷穿過二采區1#軌道下山前後10米範圍），采用11#礦用工字鋼梁長3200mm，11#礦用工字鋼腿長2400mm，棚距800mm。頂部使用6塊1000mm×120mm×40mm的木背板絞頂，木背板間距496mm，兩幫各使用3塊木背板背幫，最上一塊木背板距離梁頭100mm，向下木背板間距為500mm、500 mm；每架棚梁間使用兩根800mm×40mm×40mm木撐杆支撐，木撐杆距棚梁端頭為200mm，間距為2800mm，每架棚腿中部各使用一根木撐杆；巷道頂部、幫部鋪設金屬網，金屬網材料為10#鐵絲，網孔規格50×50mm，網片規格1000×2800mm，網搭接不少於100 mm，網片要鋪平、鋪直緊貼岩麵，聯網采用16#鉛絲隔孔相連，雙絲雙扣，扭結不少於3圈。
三、3201運輸巷與二采區1#運輸巷交叉處及前後10米範圍內支護方式：
3201運輸巷與二采區1#運輸巷交叉處及前後10米範圍內每架棚間進行套棚加固，采用11#礦用工字鋼棚，梁長2800m,腿長2200mm，套棚後棚距為400mm，頂板壓力大時要及時在棚梁下方打設木點柱進行補強支護。
四、3201運輸巷開口處支護方式：
1、3201運輸巷及開口處（二采區1#運輸下山）前後5米采用進行套棚，采用11#礦用工字鋼棚，梁長3000mm，腿長2300mm，套棚後棚距為400mm，頂板壓力大時要及時在棚梁下方打設木點柱進行補強支護。
2、3201運輸巷及開口處（二采區1#運輸下山）采用12#含錳工字鋼棚支護，雙抬棚梁長3200mm，雙抬棚腿長2400mm，插梁長3600mm，插梁腿長2200mm，插梁棚距為500mm，共使用7根插梁。
表4-1 3201運輸巷正常段錨杆錨索支護材料清單
序號 名稱 型號 每排數 100米巷道數(約)
1 金屬網 2800mm×1000mm 3 375
2 木撐杆 800×40×40mm 4 500
3 木背板 1000mm×120mm×40mm 6 1500
4 工字鋼 3200mm礦用11#（梁） 1 125
2400mm礦用11#（腿） 2 250
附：3201運輸巷斷麵支護圖
第五章 礦壓監測
第一節 觀測對象
觀測對象3201運輸巷巷道圍岩位移情況。
第二節 觀測內容
巷道的礦壓監測分為綜合監測和日常監測，前者的主要作用是驗證和修改錨杆支護初始設計，後者主要是用於監測巷道安全，隊組要設專人管理。類礦壓監測數據必須真實可靠。
第三節 觀測方法
1、礦壓監測儀器
表5-1 礦壓監測儀器
名稱 型號 數量 產家
錨杆拉拔計 MLJ-300/100 2台 自購
扭矩扳手 500N.m 3把 自購
鋼卷尺 6m 2 自購
皮卷尺 50m 1 自購
木樁 400mm 30個 自購
測繩 10m 5根 自製
測釘 30個 自購
2、綜合監測
在巷道中，設置兩個巷道表麵位移監測斷麵。
表5-2 巷道綜合監測內容
序號 項目 內容
1 巷道表麵位移 巷道頂底板、兩幫相對移近量，頂板下沉量。
2 巷道破壞狀況統計 記錄巷道圍岩破壞位置和程度。
2.1巷道表麵位移
采用十字布點法安設表麵位移監測斷麵。在頂底板中部垂直方向和兩幫水平方向鑽28mm、深400mm的孔，將30mm、長400mm的木樁打入孔中。頂板和上幫木樁端部安設彎形測釘，底板和下幫木樁端部安設平頭測釘。兩監測斷麵沿巷道軸向間隔0.6-1.0m。觀測方法為：在C、D之間拉緊測繩，A、B之間拉緊鋼卷尺，測讀AO、AB值；在A、B之間拉緊測繩，C、D之間拉緊鋼卷尺，測讀CO、CD值；測量精度要求達到1mm，並估計出0.5mm；采用皮卷尺測量監測斷麵距掘進工作麵的距離。測量頻度為：距掘進工作麵50m之內，每天觀測一次，其它時間每周1次。
巷道表麵位移監測斷麵布置圖
3 日常監測
日常監測包括三部分內容：錨杆錨固力抽檢和錨杆預緊力矩檢測。
3.1 錨杆錨固力抽檢
巷道掘進施工過程中安排專人，按不小於3%的比例和不大於兩天的時間間隔對錨杆錨固力進行抽檢，抽檢時隻做非破壞性拉拔，現場檢測，強力錨杆達到105kN後可停止拉拔。發現不合格的錨杆要及時補打，並將抽檢結果記錄好。
3.2 錨杆預緊力矩檢測采用力矩扳手，巷道施工過程中要安排專人。每小班抽檢一組（3根），強力錨杆達200KN.m，即為合格。若其中一個螺母扭矩不合格，將其重新擰緊即可，若有兩個或兩個以上不合格，應將本班安裝的所有螺母重新擰緊一遍，並做好相應的記錄。
第四節 數據處理
1、由施工隊組驗收員負責采集資料，技術員進行分析處理。
2、在觀測過程中，若發現巷道變形嚴重時，應由礦總工程師召集有關科室分析原因，並及時采取相應的安全措施。
4、在地質條件發生變化時，縮短測站距離，加大觀測頻度。
5、每月對監測資料進行分析總結，做出分析報告。有異常時，及時提交相關領導與部門負責人，並及時修改錨杆支護設計參數。
第六章 掘進施工方式
第一節 工藝流程
一、掘進方式：
采用全斷麵一次起爆的炮掘方式。
二、炮掘施工流程：
交接班、安全檢查→定向→打眼→裝藥→灑水→爆破→灑水→臨時支護→出煤→永久支護→延長煤溜→驗收。
1、打眼： 打眼采用手持式風動鑽機， 1.8米或2米長的濕式麻花鑽杆和合金鋼鑽頭。
2、裝藥：按爆破說明書裝藥，裝藥時，要堅持使用水炮泥，炮眼要按照《煤礦安全規程》規定使用炮泥封口。
3、爆破：爆破器材采用煤礦許用三級礦用乳化炸藥，毫秒延期電雷管，MBF-200型電容式起爆器。根據巷道中線，用尖鎬找好眼位，然後按炮眼布置圖進行打眼，打眼必須采用濕式打眼，3201運輸巷循環進度1.6米。爆破前，要對工作麵20米範圍內灑水降塵，按爆破說明書采用串聯聯線方式進行，爆破後，對工作麵20米範圍內進行灑水降塵。
4、敲幫問頂：放炮後待炮煙吹散後，班長、安全員、瓦檢員檢查工作麵永久支護、現場頂幫、瓦斯及有害氣體無問題後，進行敲幫問頂，敲幫問頂前任何人不得進入掌子頭。
5、臨時支護：班長、安全員、瓦檢員全麵檢查工作麵支護、瓦斯，在確認無問題後按規定架設臨時支護，臨時支護必須移設至窩頭煤牆。
6、出煤矸：用攉煤大釺配合煤溜出煤的方法進行。
7、永久支護：斷麵尺寸達到要求後，進入臨時支護前先進行敲幫問頂，量好柱窩位置，然後用風鎬挖出柱窩，柱窩深度不得小於100mm，且柱窩要挖到實底。兩人扶住棚腿，2人抬棚梁與兩幫棚腿合口，然後校準中線、腰線、岔角、迎山角、棚梁的平衡度、扭距等，都符合要求後及時將木背板、木撐按要求上齊，並用木楔將背板絞緊，架棚作業由外向裏逐架進行。
8、驗收員驗收合格後進入下一個循環。
二、支護工藝：
1、工鋼棚支護工藝
1.1鋪金屬網要求：
架棚作業時，每架棚的頂、幫（東幫）鋪金屬網，每片網要鋪平、鋪直並且要緊貼岩麵，網與網搭接不少於100mm要采用16#鐵絲隔孔相連，雙絲雙扣並且扭結不少於3圈。
1.2架棚作業：
斷麵夠尺寸後，先進行敲幫問頂，標出柱窩位置，然後利用工作台架棚。兩幫柱窩挖好後，豎腿上梁，上梁時，固定好棚腿，兩人站在工作台上，一人監護，兩人抬梁進入作業地點，遞給工作台上的人，工作台上兩人抬起棚梁和扶腿人員一起和好口，然後校對中線、岔角、迎山，都符合要求後及時將網鋪上，木背板撐杆上齊，且木背板要與幫、頂之間背實，整體成一直線，架棚作業由外向裏逐架進行。
2、頂錨杆施工工藝：
2.1打眼：利用MQT-120JC頂錨杆鑽機打眼。掌釺工用左手抓住處於直立狀態的錨杆鑽機手把，右手將1.2m鑽杆插入鑽機夾盤內，操作者抓緊錨杆鑽機T型把手，然後順時針旋轉支腿控製鈕，直到鑽尖對準眼位，然後慢慢給馬達控製板加壓，當鑽尖鑽入頂板後，操作者用右手拇指逆時針旋轉水控製閥，鑽杆同時溢水衝刷清孔，鑽孔到位後，下縮鑽機並關水。照上述操作程序完成1.9m鑽杆打眼。（頂錨杆孔深為190030mm）
2.1安裝錨杆：先把攪拌螺母、錨墊及減磨墊圈套在錨杆上，再將一支K2335樹脂藥卷和一支Z2360樹脂藥卷依次裝入鑽孔並用錨杆將藥卷推至孔底 ，並將攪拌器插入鑽機夾盤內，然後邊攪拌邊推進，直到將錨杆送入孔底。攪拌約20～30s後，感覺藥卷凝固後停止攪拌。
2.1緊固錨杆：卸下攪拌螺母，等待1min，操縱給進閥杆，上緊錨杆螺母達到規定的預緊力（300N.m），確保錨杆托板緊貼煤壁，縮回鑽臂。
第二節 施工設備
表6-1 施工設備明細表
設備名稱 型號 用途 單位 數量
刮板輸送機 SGW－30T 運煤 台 1
局部通風機 FBD№5.6/2×11KW 通風 台 2
饋電開關 KBZ16-400/1140（660） 動力保護 台 1
雙電源雙回路組合開關 QBZ-4×80/1140（660） 風機開關 台 1
磁力啟動器 QBZ—120/1140(660) 動力開關 台 2
磁力啟動器 QBZ—80/1140(660) 動力開關 台 2
信號綜保 ZBZ-4.0 信號（監控） 台 1
水泵 11KW 排水 台 2
膠帶輸送機 SPJ-800 運煤 台 1
風鎬 挖柱窩 台 6
手持式風動鑽機 打眼 台 2
力矩扳手 測力 台 3
錨杆拉拔儀 檢測 台 3
第三節 作業方式
一、炮掘作業方式：
采用全斷麵一次起爆方式，起爆順序：掏槽眼→輔助眼→周邊眼→底眼。
1—4為掏槽眼，1、3距底板1150mm，2、4距底板650 mm，水平方向85°，垂直方向90°，眼距700 mm，深度2000 mm，每孔裝藥量0.4千克，封泥長度500 mm。
5—8號為輔助眼， 6、7距底板1500 mm，5、8距底板850 mm，水平方向垂直方向均為90°，眼距6-7#1700mm、5-8#1960mm，深度為1800 mm，每孔裝藥量0.2千克，封泥長度500mm。
9—17號為周邊眼，其中9-11、15-17距巷幫200 mm，水平方向85°，垂直方向90°，眼距700 mm，深度為1800 mm；12-14距頂板150 mm，水平方向90°，垂直方向93°，眼距700 mm，深度為1800 mm。每孔裝藥量0.2千克，封泥長度500mm。
18—23號為底眼，18-23距底板150 mm，水平方向90°，垂直方向87°，眼距700 mm，深度1800mm，每孔裝藥量0.4千克，封泥長度500mm。
連接起爆方法均為串聯方式。
附：炮眼布置三視圖和爆破說明書
第四節 循環進尺
掘進過程中正常段，在頂板完整、無片幫和煤層層理、節理發育時，炮掘循環進尺均控製在1.6m，最大控頂距1.8m，最小控頂距0.2m。若頂壓較大或過空巷過地質異常區域，頂板岩性不好，煤層層理、節理發育，高頂片幫嚴重時，可將循環進尺縮為0.6m或更小，最大控頂距縮為0.8m或更小，最小控頂距縮為0.2m。
第五節 裝運煤方式
人工利用攉煤大鍬將煤矸裝至工作麵安設的SGW-30T型煤溜上，經煤溜運至工作麵安設的SPJ-800型皮帶上，轉運至二采區1#運輸下山皮帶至主皮帶運至地麵。
第六節 過特殊區段的施工工藝
3201運輸巷過下部空巷時采用“打小眼，放小炮”的方式掘進。其餘施工工藝不變。
第七章 生產係統
第一節 一通三防係統
1 巷道通風
1.1 風量計算及局部通風機選型：
每個獨立通風的掘進工作麵(正頭)實際需風量應按瓦斯等有害氣體湧出量、風速和人數規定要求分別進行計算，采用其中最大值，並用局部通風機實際吸風量和巷道中風速要求進行驗算。
根據3#煤層掘進期間的瓦斯湧出情況，3201運輸巷瓦斯絕對湧出量為0.1m3/min,CO2絕對湧出量為0.18m3/min。
1.1.1 按瓦斯湧出量計算
Q掘=Q瓦×K/C=0.1×2/0.01=20m3/min
式中：
Q掘------掘進工作麵實際需要風量，m3/min；
Q瓦------掘進工作麵瓦斯絕對湧出量，取0.1m3/min；
K------掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取2.0；
C------掘進工作麵回風流中瓦斯濃度界限，取1.0％。
1.1.1.2 按CO2湧出量計算
Q掘=QCO2×K/C=0.18×2/0.015=24m3/min
式中：
Q掘------掘進工作麵實際需要風量，m3/min；
Q CO2 ------掘進工作麵CO2絕對湧出量，取0.18m3/min；
K------掘進工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取2.0；
C------掘進工作麵回風流中CO2濃度界限，取1.5％。
1.1.2 按人數進行計算
Q掘＝4N
式中：N—掘進工作麵同時工作的人數，取42；
Q掘＝4×42＝168m³/min。
1.1.3按炸藥量計算：
Q掘=25A=25×6.6=165m³／min
式中：
25------每公斤炸藥所需風量，m3/min
A—一次爆破最大裝藥量
1.1.4按局部通風機的供風量
Q局=1.2Q掘
式中：
Q掘—掘進工作麵正頭的需要風量，取上麵計算出的最大值，m³/min；
Q局—局部通風機供風量，m³/min；
1.2—風筒最大漏風率15％時的係數；
因此，Q局＝1.2×168＝194.4m³/min。
1.1.5掘進工作麵最小全壓需要風量計算：
Q全＝Q局+15S
式中：
Q全——掘進工作麵全壓需風量(掘進麵全壓係統單獨回風量),m³/min；
Q局——為一個掘進工作麵同時供風的各台局通風機實際吸風量之和，m³/min；
15-——局部通風機至掘進工作麵回風口之間巷道的最低風速，取15m/min；
S——局部通風機到掘進麵回風口之間的巷道淨麵積，m²；
Q全=194.4+15×8.496≈322m³/min；
1.1.6按風速進行驗算
0.25×60×S
式中：S—掘進巷道淨斷麵積，S=8.496m²；
計算所得128
由上述計算得知掘進工作麵所需供風量應不小於168m³/min，根據巷道斷麵及設備配備情況選用FBD·No.5.6/2×11KW型對旋式風機向工作麵供風可滿足供風要求，並選直徑為600mm的柔性膠質抗靜電阻燃強力風筒。在掘進過程中堅持“以風定產”的原則，確保瓦斯濃度在規定範圍內。
1.2 通風線路、通風設備設施及其管理
1.2.1 通風方式：采用壓入式通風。
1.2.2 通風線路：
新鮮風流：二采區1#運輸下山→風機→風筒→3201運輸巷工作麵。
乏風流：
3201運輸巷回風聯絡巷與二采區1#專用回風下山貫通前：
①3201運輸巷工作麵→二采區1#運輸下山→二采區1#運輸下山與二采區1#軌道下山3#聯絡巷→二采區1#軌道下山→二采區1#軌道下山與二采區1#專用回風下山3#聯絡巷→二采區1#專用回風下山→回風大巷→回風平硐排出。
②3201運輸巷工作麵→二采區1#運輸下山→二采區2#運輸下山→二采區2#運輸下山與二采區2#軌道下山1#聯絡巷→二采區2#軌道下山→二采區1#軌道下山→回風大巷→回風平硐排出。
③3201運輸巷工作麵→二采區1#運輸下山→二采區2#運輸下山→二采區2#運輸下山與二采區2#這樣回風下山1#聯絡巷→二采區2#專用回風下山→二采區1#專用回風下山→回風大巷→回風平硐排出。
3201運輸巷回風聯絡巷與二采區1#專用回風下山貫通後：
①3201運輸巷工作麵→3201運輸巷回風聯絡巷→二采區1#專用回風下山→回風大巷→回風平硐排出。
附： 3201運輸巷通風係統示意圖
1.2.3 通風設備設施：FBDNo.5.6/2×11KW對旋式風機兩台；直徑為600mm的柔性膠質抗靜電阻燃強力風筒。
1.3 局部通風機安裝及管理要求
1.3.1 局部通風機安裝位置：局部通風機和啟動裝置安裝在二采區1#運輸下山內，距3201運輸巷口上風流10m-15m處，風機吊掛要牢固，距底板高度大於600mm；。
1.3.2 風筒吊掛方式：風筒必須采用抗靜電、阻燃風筒，懸掛采用8#或10#鉛絲，風筒接口要反壓邊，嚴密不漏風，逢環必掛，保證平直，不準隨便拆開、損壞風筒。風筒出口到工作麵掘進頭距離不得大於5m。
1.3.3 局扇通風管理要求：
1.3.3.1 局部通風機實行六專供電(專用變壓器，專用開關、專用線路、專人看護、專用電話、專人檢修)，掘進工作麵應裝設風電閉鎖、瓦斯電閉鎖設施，風電、瓦斯閉鎖裝置安裝在工作麵供電KBZ16-400/1140（660）饋電開關處，當局部通風機停止運轉或掘進巷道內瓦斯超限時，能立即切斷局部通風機供風巷道中的一切非本質安全型電源。
1.3.3.2 局部通風機必須設專人負責，並持證上崗，實行掛牌管理，管理人員要在管理牌板上簽字，並執行現場交接班製度。
1.3.3.3 局部通風機必須保持24h連續運轉。管理單位必須建立局扇管理台帳和檢查維護記錄。
1.3.3.4 局部通風機每天必須安排專人進行日常檢查維護，必須及時填寫相關記錄。
1.3.3.5 局部通風機在井下連續運轉一個月，由使用單位的流動電鉗工至少檢修一次；局部通風機累計運轉達六個月時，必須上井由礦機電維修單位進行檢修。
1.4 工作麵有計劃停風措施
1.4.1 有計劃停風時要明確停風時間，並派專人辦理相關手續。在班前會上學習此措施，值班隊幹、機電隊長負責檢查措施的落實情況。局部通風機停電停風前，跟班隊幹負責將停風區的人員撤至全風壓供風通道處，並安排專人進行警戒，設置明顯警示標誌，防止人員誤入；局部通風機停電、停風後，局部通風機管理人員要立即向調度進行彙報。隊部值班隊幹要做好記錄。
1.4.2 在恢複通風前必須先查看監控主機顯示資料，並經過瓦檢員現場檢查瓦斯濃度。若主機顯示瓦斯濃度超過3.0%時，嚴禁人員進入，必須編製瓦斯排放措施並嚴格執行。主機顯示瓦斯濃度小於1.0%時，由瓦檢員進入停風區進行檢查。
2 綜合防塵
2.1 防塵設施及管路係統
2.1.1 掘進時沿巷道非人行道幫敷設一趟4寸動壓水管，作為供水管，支管和閥門要齊全。
2.1.2 掘進工作麵主要產塵源處的作業人員必須佩戴防塵口罩。對掘進工作麵隨時變化的防塵設施，其供水壓力和流量每月至少測定一次。
2.1.3 在巷道動壓水管路上，要求吊掛平直，接口嚴密不漏水，每50米加設一個甩頭（要求開啟靈活，手輪齊全），水路不通不準開工，防塵設施不齊全不得生產，並接一條長度不小於25米的軟膠管，用於衝洗巷道。
2.1.4 距工作麵30米範圍內安設兩道淨化水幕，實行風流淨化，要求霧化好，能封閉全斷麵，使用正常並隨工作麵的推進及時前移。掘進出煤時開啟，水幕開啟覆蓋全斷麵，水幕手輪應安設在行人一側。
2.1.5 出煤各轉載點，必須安設完好的噴霧裝置，保證見煤開水，水量充足。
2.2 防塵管理
2.2.1 每天安排專職人員對各防塵設施進行檢查維修，發現設施損壞或失效，立即處理。
2.2.2 為防止煤塵堆積，掘進工作麵50m範圍內的巷道必須班班進行衝洗；距掘進工作麵50-100m的巷道每天衝洗一次；距掘進工作麵100m之外的巷道每周衝洗一次。嚴禁粉塵飛揚，嚴禁發生粉塵飛揚現象。
2.2.3 運煤係統的轉載點前後20m範圍內的巷道每班隨時進行衝洗。
附 ：防塵設施係統圖
3 防治瓦斯
3.1 瓦斯監測
3.1.1 瓦斯監測監控設備及其安設方式
巷道開口前在3201運輸巷下風流掘進工作麵距進風口5m範圍內增設一台KGJ16B型瓦斯傳感器（T3），巷道開口前至掘進深度小於5m範圍時，在開口處下風流的15m處安設一台KGJ16B型瓦斯傳感器（T2）和一台KGA5CO傳感器；巷道掘進長度大於5m且小於20m時，回風流甲烷傳感器（T2）和CO傳感器位置不變；工作麵安設一台KGJ16B型瓦斯傳感器（T1）、一台KGA5CO傳感器和一台KG3007A-3溫度傳感器掛在風筒對側距工作麵小於5m範圍內；巷道掘進長度大於20m後, 回風流甲烷傳感器（T2）和KGA5CO傳感器掛在距回風口10—15m處。在二采區1#運輸下山適宜地點安設一台KJF16B型通用分站。在風筒出口距工作麵20m處安設KG5009型風量開關，在風機上各安設一台開停傳感器。在掘進麵總開關上安設一台KDG15A型遠動開關。
3.1.2 超限報警處理程序
瓦斯傳感器能夠通過分站實現自動檢測，報警斷電。具體報警濃度、斷電濃度、斷電範圍、複電濃度如下：
瓦斯預警濃度：T1≥0.8%CH4 T2≥0.8%CH4 T3≥0.5%CH4 CO≥24PPm WD≥26℃
瓦斯斷電濃度：T1≥1.2%CH4 T2≥0.8%CH4 T3≥0.5%CH4
複 電 濃 度：T1＜0.8%CH4 T2＜0.8%CH4 T3＜0.5%CH4
斷 電 範 圍：T1 —掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備
T2— 掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備
T3— 被竄掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備
附：3201運輸巷瓦斯監測監控係統圖
3.1.3 瓦斯監測監控設備的管理
3.1.3.1 掘進工作麵裏端的瓦斯探頭距掌子頭的距離始終不得大於5m，班組長或跟班隊幹負責探頭、線纜及瓦斯傳感器管理牌的移動，線纜將要用完時，應及時通知隊值班，派專人到供應部領取備用線，並由流動電鉗工下井懸掛。
3.1.3.2 瓦斯探頭應垂直懸掛在風筒的對幫，距頂板不大於300mm，距巷道側壁不小於200mm，並設置瓦斯傳感器管理牌，使其始終與探頭保持2m的平行距離，並吊掛在人行道一側1.6m高的位置。
3.1.3.3 KJF16B型通用分站，應安設於便於人員觀察、調試、檢驗且支護良好、無滴水、無雜物的進風側。
3.1.3.4 瓦斯監測監控裝置由監測監控部、本隊配合共同安裝，在臨時拆除或改動時，必須事先與監測監控部聯係，在檢修與監測監控係統裝置相關聯的電氣設備，需要係統裝置停止運行時，須征得監測監控部和調度室同意，並采取相應措施後，方可進行，事畢恢複原狀，並向調度室和監測監控部彙報。
3.1.3.5 施工隊組需要提供能控製巷道內全部非本質安全型電氣設備電源的總開關（移變）及專用線路，以便在瓦斯超限時能實現規定的斷電功能，並且總開關（移變）負荷側不得連接其它地點電氣設備，以免造成斷電範圍擴大造成不必要的影響。
3.1.3.6 任何人不得損壞監測監控係統設備，在衝洗巷道時，應避開監測監控係統裝置的安設部位，不得直接用水衝刷裝置(尤其是傳感器)。
3.1.3.7 管理好所使用的監測監控係統設備，確保設備台台完好，運行正常，電纜懸掛上鉤，保持平直，杜絕失爆現象。
3.1.3.8 監測監控部負責校驗瓦斯探頭，必須每隔七天使用校準氣樣按產品使用說明書的要求對瓦斯傳感器進行一次調校，確保各項指標符合規定，每七天更換一次。
3.1.3.9 傳感器出故障時隊值班應及時通知監測監控部值班人員，由監測監控部安排人員下井更換。
3.1.3.10 瓦檢員每班向調度彙報瓦斯濃度時，必須同時彙報所轄地點瓦斯探頭的指示值；應對所管轄範圍內傳感器的資料進行記錄；對主機、瓦斯傳感器以及電纜的外觀進行檢查，並將記錄和檢查的結果報調度。
3.1.3.11 瓦斯傳感器與監測監控裝置發生故障時，瓦檢員、跟班隊幹要立即向監測監控部及調度彙報，監測監控部要安排人員及時處理，在井下無法處理時，應在8h內更換，故障期間，工作麵不得生產，瓦檢員要對工作麵風流和回風流每隔30分鍾檢查一次瓦斯，安全員現場監督。
3.1.3.12 隊組每天檢修班進行一次雙風機雙電源自動切換並做好記錄；每周掘進工作麵進行一次瓦斯電、風電閉鎖及雙風機雙電源自動切換試驗，兩閉鎖一切換試驗申請單由監測監控部辦理，瓦斯斷電閉鎖試驗由監測監控部負責進行，隊組流動電鉗工配合，風電閉鎖試驗及雙風機雙電源自動切換試驗由隊組機電隊長負責進行，監測監控部、通風部、安全部、機電部人員負責監督執行，試驗失敗後，查出原因，排除故障後重新試驗，試驗完畢雙方各自認真填寫相關記錄並簽字。
3.2 瓦斯管理
3.2.1 便攜式瓦檢儀的配備：隊長、技術員、跟班隊幹、班組長、爆破工、流動電鉗工、處於回風流的皮帶司機、小絞車司機等，必須按規定佩帶便攜式瓦斯報警儀，並能正確使用。瓦檢儀要求靈敏可靠，保證完好。
3.2.2 作業地點必須配備專職瓦斯檢查員，進行瓦斯檢查，每班至少檢查三次，並且把每次檢查結果及時彙報給現場跟班隊幹、班組長和調度。瓦檢員必須對下列地點進行瓦斯檢查：局部通風機進風流、工作麵風流、工作麵回風流、局部寬幫高頂處。
3.2.3 對於工作麵作業地點20m範圍內的寬幫高頂處，在作業前由瓦檢員進行認真檢查，若有超限現象，必須報有關部門後按規定處理，無問題後方可進行作業。寬幫高頂處用金屬網護好，用不燃性材料進行充填，並在寬幫高頂處設置說明牌。
4 防火防爆
4.1 火源因素及防火設施
4.1.1 火源因素
工作中產生撞擊火花、皮帶卡與皮帶架、鐵料與皮帶架、卸料台撞擊產生火花、皮帶托輥轉動不靈活硬磨產生火花。易燃油脂長期積存引起自燃、使用過的潤滑油、廢棉紗亂扔亂放而著火。
4.1.2 防火設施
3201運輸巷內皮帶輸送機機頭、煤溜機頭必須配備一個裝滿沙子的砂箱(裝砂量不少於0.5m³)，兩把消防沙鍬和兩台8kg幹粉滅火器。要求上崗職工會熟練使用。滅火器上架、取放、移動方便，設專人管理，損壞失效及時更換。
消防供水：在掘進巷道動壓水管每隔50m設一個三通閥門，備用二根長度不小於25m的防火軟管，並按規定吊掛，要求閥門齊全、靈活。
4.2 防滅火措施
4.2.1 機電設備附近5m範圍內嚴禁堆放雜物。嚴禁將易燃油脂長期存放在工作麵。
4.2.2 嚴禁在瓦斯超限和積聚的情況下作業。嚴禁產生明火和工作中產生火花。在用鐵器工作的地點，先檢查周圍瓦斯濃度，不超過1.0%時方可工作。
4.2.3 每班經常檢查皮帶機尾附近瓦斯濃度,並要經常清理皮帶機尾浮煤。要防止皮帶卡與皮帶架撞擊產生火花，保證皮帶托輥轉動靈活，以免硬磨產生火花。
4.2.4 井下使用過的潤滑油、廢棉紗必須存放在加蓋的鐵桶內，定期送地麵處理，嚴禁亂扔亂放，嚴禁將剩油、廢油潑在巷道內。
4.2.5 一旦發生瓦斯局部燃燒或其它材料著火，當工作麵及回風流中瓦斯濃度不超過2%，風機正常運轉時，應在跟班隊幹、班組長指揮下，用滅火器、沙和供水管中的水在確保人員安全的情況下滅火，並及時向調度室彙報。若火勢增加或瓦斯含量超過2%以及局部通風機停轉時，應組織人員戴好自救器迅速按避災路線撤離。滅火時，必須派專人攜帶便攜式瓦檢儀，隨時掌握瓦斯情況。
4.2.6 防火管理：電氣設備或電纜著火時，首先要切斷電源，就近使用矸石、沙子、或岩粉進行滅火，嚴禁用水直接滅火；因機械、油脂等引發的火災，要就近使用沙子用水滅火。要控製風流，防止火勢蔓延。
4.3 隔爆設施
3201運輸巷長度為701.4m，隔爆設施安裝在3201運輸巷內，3201運輸巷巷道斷麵麵積為8.496m2（不少於200L/m2），應配水量為1700升，隔爆水袋采用集中式布置，棚區長度不少於20m，水袋規格為40L/個，水袋數量為45個，每排3個（根據巷道實際斷麵可增加或減少），共15排，排距1.6m，首排距工作麵距離為60—200m，不得超過200m。水袋距頂板兩幫的間隙不得小於100mm。嚴格按《煤礦井下粉塵防治規範》中水袋吊掛標準吊掛。
隔爆設施設專人負責，實行掛牌管理，定期填水、衝洗及換水。
5、CO的管理
3201運輸巷距離回風口10～15m處設置CO傳感器，報警濃度≥24ppm，CO達到臨界值，嚴禁放炮。
第二節 輔助運輸係統
1、 運輸線路：
1.1經主平峒軌道→一采區軌道上山→2101回風巷車場軌道→二采區1#軌道下山軌道→二采區1#軌道下山與二采區1#運輸下山2#聯絡巷口材料碼放點。
1.2人工從二采區1#軌道下山與二采區1#運輸下山2#聯絡巷口經二采區1#運輸下山經3201運輸巷抬運至工作麵。
2、本隊所用材料、設備由運料隊運至二采區1#軌道下山與二采區1#運輸下山2#聯絡巷口材料碼放點，本隊人工運至工作麵後分類碼放在材料牌板所指示的巷道一側。要求碼放整齊，符合文明生產要求。
第三節 供電係統
1 供電係統說明
1.1 電壓等級：掘進工作麵供電電壓為660V。
1.2 供電方式：從井下中央變電所引三趟660V電壓線路到工作麵，其中兩趟線路分別引入工作麵風機專用開關，供工作麵主副用電；另一趟引至工作麵KBZ-400/1140（660）開關，供工作麵動力用電。
表6-2 真空電磁起動器整定資料
序號 控製設備名稱 電機電流額定值Ie（A） 短路電流整定值Id=8Ie（A） 過載電流整定值Ig=1.2Ie（A） 選用開關型號
1 膠帶輸送機 92 736 100 QBZ—120/1140（660）
2 局 扇 25.3 202 30 QBZ-4×80/1140（660）
3 刮板輸送機 34.5 276 40 QBZ—120/1140（660）
4 水泵 12.7 101.6 15 QBZ—80/1140（660）
表6-3 3201運輸巷工作麵負荷統計表
序號 設備名稱 規格型號 數量（台） 功率（KW） 備注
1 膠帶輸送機 SPJ-800 1 2×40
2 刮板輸送機 SGW-30T 1 30
3 局扇 FBD№5.6/2×11 2 2×11 一用一備
4 水泵 QBW20-120-11 2 11 一用一備
5 探水鑽 1 22
附：3201運輸巷供電係統圖
第四節 壓風係統
從二采區1#運輸下山接一趟4寸壓風管路接到3201運輸巷。供工作麵動力用風機自救裝置用風。
第五節 排水係統
1 預測掘進麵最大排水量：4m³/h 。排水設備：采用BQW-20-120-11水泵並配有備用泵，保證備用泵完好可靠。
排水地點：3201運輸巷根據巷道坡度情況，在巷道最低窪處布置臨時排水點。
2 管路係統 巷道掘進施工中，在巷道低窪處設置水泵，在水泵的排水口接一趟3寸排水管路，排水管路要固定在巷道非人行道幫距底板1.0m處，並在巷道靜壓水管上安設應急排水設施。
3 排放水管理要求
3.1 水泵必須保證台台完好並有備用泵。檢修工要班班檢修，保證設備的完好和排水管路的暢通。
3.2 每班必須安排專人抽水，發現管路接口處漏水時應及時停機處理。
3.3 隨時觀察工作麵的湧水變化，水量增加時及時采取有效措施。
3.4 在巷道低窪地段設排水池，巷道兩幫挖水溝防止漫流。積水應及時排出，做到文明生產達標。
附：排水係統圖
第六節 通訊、照明、信號係統
1 通訊：距工作麵50m處、刮板輸送機機頭、皮帶輸送機機頭和局扇附近由監測監控部各安設一部生產電話，與井上所有內部電話直撥，做到井上、下通訊暢通。
2 照明：在刮板輸送機頭、皮帶輸送機機頭安設一組127V防爆照明燈。
3 信號：在工作麵、刮板輸送機頭、小絞車處各安設警示紅燈一盞。
第七節 壓風、供水施救裝置
1、距工作麵25-40m範圍內安設一組型號為ZYJ(C)的礦用壓風施救裝置及一組ZGJ-1礦井供水施救裝置，之後每200米安裝兩組壓風施救裝置一組ZGJ-1礦井供水施救裝置，供水施救裝置與壓風施救係統並列交錯安裝。
2、壓風自救裝置安裝在距工作麵不大於20m，頂、幫支護良好，無淋水，易於人員操作的巷幫側；壓風自救裝置使用￠10mm軟管連接到壓風管路上，係統供氣壓力0.2-0.6Mpa。
3、使用方法：
3.1壓風施救：打開箱蓋，擰開進氣閥，取出呼吸麵罩戴上進行呼吸。需要時可調節調壓閥，然後等待救援。
3.2供水施救：打開箱蓋，打開相應的供水閥門，取出供水軟管進行喝水。需要時可調節調壓閥，然後等待救援。
4、壓風自救、供水自救裝置與電話均布置在同一點。
第八章 安全質量管理
第一節 工程質量驗收要求
1、工字鋼棚支護段巷道質量驗收標準
1.1 嚴格按中線、腰線施工，中線誤差不得超過±30mm。
1.2 淨高：不超過設計的0～+100mm；
1.3 淨寬：不超過設計的0～+100mm；
1.4 棚間距：不超過設計的0～+100mm；
1.5 傾斜巷道迎山角：+0.5°，不得退山；
1.6 支架梁扭距：≤100mm；棚梁水平誤差≤40mm；
1.7 棚腿岔角為10°±1°，並在誤差範圍內協調一致，不得出現裏進外出、邁步現象。
1.8 木背板要背實背牢打設成直線；金屬網鋪平緊貼岩麵，搭接、連接符合要求。
1.9 柱窩挖到實底，底梁鋪設在實底上，其深度符合設計要求。
1.10 棚梁接口嚴密，誤差不超過50mm，不允許吊唇、後空、錯口等現象。
2 錨杆支護段巷道質量驗收標準
2.1 間、排距：誤差不超過設計的±50mm；
2.2 錨杆孔深度：誤差不超過0～±30mm；
2.3 錨杆角度：誤差不超過±5°；
2.4 錨杆外露長度：露出螺母為20～80mm；
2.5 錨杆安裝質量：錨杆構件齊全，杆體無鬆動。
2.6 金屬網應鋪平鋪展，緊貼頂幫，網與網對接緊密，扣扣相聯，在局部寬幫高頂處，幫網下邊緣離巷道底板不超過500mm；
2.7 巷道成形達標，頂幫要求刷平，超欠挖誤差不超過100mm；
2.8 錨杆錨固力：大於105KN；錨杆預緊力：大於300N.m，小於550 N.m。
第二節 文明生產管理要求
1 規程措施
規程措施必須符合《煤礦安全規程》，施工及地質條件變化時有補充措施。內容齊全、外觀整潔、圖文清晰、保存完好，且審批、貫徹手續完備，有貫徹、考核和簽名記錄。
綜合防塵
巷道內有風流淨化裝置，作業人員佩帶個體防護用品，各轉載點要有噴霧裝置。
3 局部通風
通風係統符合《規程》規定，每節風筒要編號掛牌，風筒吊掛整齊，逢環必掛，不漏風，工作麵風筒不落地，風筒口距工作麵距離符合作業規程規定。
4 臨時軌道及運輸設備
臨時軌道軌距誤差不大於10mm，軌道接頭間隙不超過10mm，內錯差、高低差不大於5mm，水平誤差不大於10mm，軌枕間距誤差不大於5mm(軌枕間距800mm)，連接件齊全緊固有效無雜拌道，軌枕無浮離、空吊板現象。刮板輸送機、膠帶輸送機機頭機尾牢固、鋪設平、穩、直，運行可靠。
5 巷道衛生
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）。浮煤(矸)不超過軌枕上平麵,水溝通暢，材料、工具碼放整齊，掛牌管理。管線吊掛整齊符合作業規程規定。
6 施工圖板
作業場所有規範的、符合現場實際的巷道平麵布置圖、支護斷麵圖、通風係統圖、供電係統圖、炮眼布置圖和避災路線圖，正規循環作業圖表，圖板圖文清晰、正確，保護完好，圖板懸掛位置合理，便於作業人員觀看。現場作業人員熟知圖表內容。
7 掘進安全設施
掘進及運輸安全設施（包括一坡三擋、聲光信號等）齊全有效，安全間距和躲避硐設置等符合本規程規定。工作麵應設置隔爆設施。
8 機電設備管理
巷道內無失爆電器設備，機電設備定期檢查維護，達到完好標準，各種保護齊全。設備安裝位置合理，衛生清潔，掛牌管理，開關上架。機電維護工、膠帶輸送機、刮板輸送機等司機要持證上崗，並建立機電設備日常檢修管理製度。
9 頂板管理
嚴格執行敲幫問頂製度，掘進時工作麵控頂距離符合本規程規定，嚴禁空頂作業。臨時支護形式符合本規程規定。巷道內無空幫空頂現象，對巷道支護失效威脅安全時，必須及時處理，彙報調度室及生產部。
第三節 煤質管理要求
1、加強頂板管理，嚴防冒頂漏矸，一旦發現有大量石頭冒落或巷道出現底鼓進行拉底，所有大於300mm的岩石要派專人撿出，裝罐車運至井上，嚴禁將矸石混入煤流。
2、各運輸轉載點灑水降塵要用噴霧方式，不得將大量水流注入煤中，增加煤的水分，並做到使用時打開，不使用時關閉，以降低煤的水分。
3、遇構造時矸石應集中裝車上井，不允許直接拉入煤倉。
4、各崗位工隨時撿出輸送機拉出的雜物，及時清理巷道，保持巷道整潔。
第四節 機電設備管理要求
1、機電設備管理采用個人包機製，並掛設完好標誌牌，整定牌和各開關停送電牌。包機人負責所承包設備的維護、檢修，保證設備完好，杜絕失爆現象，嚴禁設備帶病運轉或甩保護運轉。做好個人所包設備的清潔工作，執行“一班三彙報” 製度，向隊部說明設備運轉情況。
2、各電氣設備司機必須熟悉電氣設備特性，並持證上崗,電氣作業人員必須配備與電壓等級相符的驗電用具。
3、嚴格執行用電申請製度，不得隨意增減負荷和改變供電係統。
4、電纜懸掛符合標準，電纜吊掛最低點距底板不低於1.2m，動力電纜與信號電纜分層懸掛，信號電纜在動力電纜上方， 間距大於0.1m，電纜與風筒等易燃物品應分別掛在巷道兩側。
5、開關放在開關架上，高壓聯接器懸掛在距底板不低於1.2m的棚腿上，接有合格的接地極。嚴禁帶電搬遷或檢修電氣設備，必須按照規定打設接地極。
6、機電設備、電纜、小型電器的安裝地點要避開有淋水的位置，如因條件限製，可采用皮帶或防雨布遮掩機電設備，以防淋水滲入。
7、電纜每班按規定延伸。
8、各類設備銘牌、完好牌、整定牌必須完好齊全。
9 電纜接線盒及小型電器，要安放在無淋水的地方，如果空間限製，要加防水淋罩。
10、按照“整定細則”對電氣開關進行合理整定，整定值計算帶有短路保護饋電開關和磁力啟動器的整定值由機電部電氣管理人員機算整定。未經機電部電氣管理人員批準不得改變整定值。
11、電氣開關及接線盒須放防潮劑，發現失效及時更換。
12、檢修電氣設備必須有專人看護，嚴格執行停送電製度和操作規程。電氣設備要保持良好的隔爆性能，嚴禁出現失爆，嚴禁帶電搬遷電氣設備，嚴禁帶電檢修，嚴禁帶電拖移電纜。
13、一切容易碰到的、裸露的電氣設備及其帶動的機器外露的轉動和傳動部分，都必須加設防護裝置或遮攔，防止碰觸傷人。
14、電氣設備必須使用合格有效的保險，嚴禁用其它材料代替。
15、設備啟停、運行必須按規定信號操作。
16、嚴禁各類司機坐在機頭正頭或坐在電機、減速機和開關上操作、檢修和休息。
17、井下電話線嚴禁出現雞爪子、明接頭和破口，電話機嚴禁失爆。
18、嚴格執行每天一次的漏電保護試驗工作並有記錄。
19、應對本隊組所使用的電氣設備編製定期檢修細則。認真執行好“雙測雙繪”並作記錄。
20、煤溜安裝好後，對所有注油點檢查及時注油，確保設備正常運轉。
21 刮板輸送機質量標準
21.1 刮板輸送機的鋪設：兩台輸送機搭接運輸時，搭接長度不小於500mm，機頭最低點與機尾最高點的間距不小於300mm。
21.2 刮板輸送機與皮帶輸送機搭接運輸時，搭接長度和機頭、機尾高度差均不小於500mm。
21.3 安裝平、直，運轉可靠。
21.4 機頭、機尾、過渡槽無嚴重變形、無開焊，中部槽無漏洞。
21.5 刮板彎曲變形數不超過總數的3%，缺少數不超過總數的2%，並不得連續出現，彎曲變形不大於15mm，平麵磨損不大於5mm，長度磨損不大於15mm，圓環鏈伸長不得超過設計長度的3%。
21.6刮板輸送機液力耦合器，使用水（或難燃液）介質，並使用合格的易熔塞和防爆片。
22 局部通風機質量標準
22.1 機殼無嚴重變形，變形麵積最大處不超過200mm2，深度不大於10mm。
22.2 機殼上有轉動方向標誌；並掛牌管理，運轉無異響，無異常震動。
22.3 局部通風機和工作麵中的電氣設備必須裝有風電閉鎖裝置、瓦斯電閉鎖裝置。
22.4 吊掛牢固，無淋水，吸風口2m範圍內無雜物。
22.5 葉輪無裂紋，無破損、轉動靈活，葉輪與機殼的間隙應為1～3mm。
22.6 使用6個月以上應上井檢修。
第五節 質量標準化
1、施工應堅持一次成巷，工程質量符合《煤礦安全質量標準化標準及考核評級辦法（試行）》規定。嚴格質量驗收製度，各班組、各工序嚴格應進行自檢、互檢，交接班嚴格按照《質量標準化驗收台賬》進行，對不合格工程及時處理，工程質量合格後方可繼續施工。
2、在掘進過程中必須搞好文明施工。所有工具、材料管線等應堆放、懸掛整齊，巷道內無雜物、無淤泥、無積水。
3、各工種操作正規化，嚴格執行工作崗位責任製和崗位作業標準化標準。在工作中跟班隊幹負責協調安全、生產、質量，班組長具體負責組織生產任務，安全員主要負責安全監督，維護工負責本班所有設備正常運轉，處理機電事故。正規循環結束，要求工程符合質量標準，各部設備完好。
4、嚴格按“七直三平”進行作業，即：巷道直、皮帶直、管路直、電纜吊掛成線、風筒直、支架頂梁成線、支架棚腿成線；頂板平、底板平、煤牆平。
第九章 勞動組織、循環圖表與主要經濟技術指標
第一節 勞動組織圖表
一、勞動組織及循環圖表
工作麵實行“三八”工作製，其中兩個半班生產，半個班檢修。四點班半班生產半班檢修。
表9-1 勞動組織及循環圖表
工種 出勤人數 備注
0點班 8點班 4點班 合計
跟班隊幹 1 1 1 3
班組長 1 1 1 3
爆破工 2 2 2 6
掘進工 5 5 3 13
流動電鉗工 1 1 2 4
機電維修工 1 1 3 5
風機看護工 1 1 1 3
膠帶輸送機司機 1 1 1 3
刮板輸送機司機 1 1 1 3
運料工 2 2 5 9
防塵工 1 1 1 3
驗收員 1 1 1 3
打雜組 - - 2 2
合計 18 18 24 60
第二節 正規循環作業圖表
附：正規循環作業圖表
第三節 主要技術經濟指標
表9-2 主要技術經濟指標表
序 號 項 目 單 位 指 標
1 巷道斷麵 m2 8.496
2 掘進出煤 T/m 11.73
3 循環進尺 m 1.6
4 每班循環 個 2
5 日循環數 個 5
6 每班進尺 m 3.2
7 每日進尺 m 8
8 每月進尺 m 240
9 每班出勤 個 21
10 每日出勤 個 60
11 日 效 率 m/工 0.13
第十章 重大危險源及有害因素辯識
序號 危險因素 可能造成的危害
1 不執行敲幫問頂製度、支護不良 易造成人員傷害
2 風筒不按要求掛設 易造成瓦斯超限
3 不按規定衝洗巷道造成煤塵堆積 易造成煤塵爆炸
4 不堅持“預測預報、有疑必探，先探後掘、先治後采”的原則 易造成水災及其它事故
5 不按規定操作設備、未配備滅火器 易引起火災事故
6 檢查刮板輸送機或處理問題時，未閉鎖開關。 不明人員誤操作造成人員傷害。
7 刮板輸送機過負荷啟動及頻繁啟動。 可能損壞電機、斷鏈。
8 人員在運轉的運輸機上站立或行走。 刮板鏈絆倒人員造成人員傷亡。
9 鋪設溜槽時不直或不平。 易造成斷鏈和跳鏈傷人。
10 刮板鏈的鬆緊程度調整不當。 易造成卡鏈、跳牙、斷鏈後傷人。
11 不明人員打信號。 信號誤動作造成傷人。
12 違章運送木料、支柱。 容易造成頂傷人員。
13 機頭、機尾打設不牢固。 容易造成機頭、機尾翻翹傷人。
14 煤溜司機不堅守崗位、隨意離開或任意叫人代替。 運行中出現意外情況不能及時停機造成人身傷害事故。
15 煤溜運轉過程中，人員隨意接觸膠帶運轉部位。 擠傷、掛破、帶跑人員，造成人員傷害。
16 信號不完好即開機運轉。 不能及時聯係出現意外事故。
17 不按操作規程操作。 容易造成人員傷害。
18 人員跨越正在運行的膠帶輸送機。 容易帶倒人員造成人員傷害。
19 頂幫活石未清理幹淨就開始架棚。 架棚時活石掉落傷人。
20 空頂距較大，超出作業規程規定就開始架棚。 造成冒頂傷人。
21 打風鎬時，供風管路連接不牢固。 易造成管路斷開高壓風傷人。
22 高壓風管連接不牢固。 造成高壓風傷人。
23 不使用超前支護。 容易造成頂板冒落傷人。
24 運料時不執行我礦有關運輸管理規定。 容易造成人身傷害事故。
25 易滾動物料支墊不好。 物料從底膠帶上滾落容易造成人員傷害。
26 交接班時，風機遺留問題交接不清楚。 容易造成安全隱患。
27 啟動風機前，不檢查停風區和通風機及其開關附近10m以內的瓦斯情況。 容易造成瓦斯爆炸事故。
28 局扇司機無計劃停風。 容易造成瓦斯積聚或瓦斯爆炸事故。
29 因故停電停風，不及時彙報和采取措施進行處理。 容易造成瓦斯積聚或瓦斯爆炸事故。
30 局扇司機對風機或風筒在運行時不認真進行檢查。 風機容易出現故障造成造成停風事故。
31 未按規定操作電氣設備 易造成電擊傷人 |
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