综掘工作面作业规程

xx煤矿90万吨矿井改扩建工程——掘进作业规程第三节矿压观测资料现生产1W401工作面掘进和生产时收集的矿压观测资料，但由于本工作面是东翼下山的第一个采区，没有进行过矿压观察。在掘进时要及时进行锚杆、锚索拉、拔力测定，并安装好顶板离层仪，对顶板离层情况进行观察，以便对下一个工作面掘进提供矿压资料。第二章地面相对位置及水文地质情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况一、地面位置1E401工作面运输顺槽地面位置位于井田东部山坡地带，无任何建筑物，也无河流通过。二、井下位置1E401工作面井下位置：南邻老采空区，东面为井田边界，北部为实体煤，西面为1W401工作面。附平面布置图：第二节煤（岩）层赋存特征1.本面煤层赋存稳定，煤厚变化不大，平均厚度为5.3ｍ，结构单一；煤层在本面发育较为均匀，煤层倾角为130。2、煤层结构柱状图：第三节地质构造受区域单斜构造控制，本矿井田总体为由南向北的缓倾斜的单斜构造，倾向1。-10。，倾角12。-17。，地层产状呈东缓西陡，浅部稍缓，深部约陡的变化特点。地表及矿井均未发现较大的褶曲及断裂，因此，井田属构造简单区。从现生产1W401工作面和+1565水平收集资料分析，该巷道不会出现2.5米以上的断层。该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂，节理发育，裂隙多、富含水。由于该巷道沿煤层顶板掘进，因此在掘进过程中常常会遇到顶板裂隙、破碎带、顶板淋水。第四节水文地质1、水文：据有关资料反应，贯穿井田南北的西沟河的径流量为0-360m3/h。由于西沟和垂直切割产状平缓的地层，并途径火烧区，为井田地下水的主要补给源。井田内的大气降水是井田地下水的另一来源。火烧层是井田地下水形成的主要途径之一。火烧区：距地面地质调查、矿井测量，结合邻区矿井调查，井田内3层可采煤层在地表浅部有不同程度的火烧，在回风石门的东南端（1620m水平）B3煤层火烧区已与西沟小河贯通形成较大水流，说明最低火烧标高低于1620米水平，推测火烧垂深在30-150米之间，主要可采煤层B4、B3和B2因煤层厚度较大，多形成厚度较大的火烧区，B3煤层最大火烧垂深为150米。从已有资料分析，火烧区总体呈东高西低的变化趋势，因各煤层火烧强弱不一，形成的火烧深度也不尽相同。不同地段被不同程度火烧后，形成深浅不一的火烧洼地，这些低洼地带成为火烧区裂隙潜水的有利聚集部位。采空区：根据矿相关资料显示，在缓坡斜井东面有不同程度的采空区，这些不同程度的采空区，也将成为裂隙潜水的有利聚集部位，在掘进时，应采取提前探水、防水措施，避免井巷突发性涌水。因此在施工时注意观察顶板淋水，底板涌水等现象，发现异常及时向有生产部门汇报，及时安泵排放巷道低洼处积水。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置一、巷道布置及掘进1E401工作面运输顺槽布置于B4煤层，巷道要求沿B4煤层顶板掘进，掘进时巷道顶底板要截割平缓，严禁出现高低凸凹现象。二、巷道规格尺寸1、B4煤层1E401工作面运输顺槽设计为矩形断面。宽：5.2m，高3.6m。2、巷道设计断面图：1E401工作面运输顺槽断面图第二节矿压观测巷道每向前掘进30米，安装一组顶板离层监测仪，并作数据分析表，定期审查，及时修改支护。在距掘进工作面50米范围的顶板离层监测仪，观察次数一般1次/2天，其他范围内的，一般每7天观察1次。第三节支护设计考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度，结合我矿1W401工作面两顺槽和+1565水平巷锚杆支护经验，初步确定1E401运输巷道选用矩形断面，采用锚杆、锚网及锚索联合支护。支护断面图：二、支护参数表:巷道基本情况支护方式锚杆支护锚索支护每米材料消耗净断面毛断面周长支护形式及断面形状外露长度(mm)排列方式间排距(mm)顶锚深(mm)帮锚深(mm)锚深（mm）间排距(mm)锚杆托板(根)锚网m2/m锚索托板根/3.6mm2m2m18.7119.212.58锚杆、锚索支护、矩形30矩形800*9002950175075003600*170017.817.72三、具体参数选择：1、采用锚杆、金属网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距0.8×0.9米。（1）、顶部锚杆采用Φ20mm的螺纹钢制成，长度为3000mm。下帮采用Φ18mm的螺纹钢制成，长度为1800mm的锚杆。上帮采用Φ18mm,长度为1800mm的树脂锚杆。（2）、托板用5mm厚的钢板制成120mm*120mm的凸形托板。（3）、锚索采用Φ15.46mm的钢绞线，长度为7800mm。（4）、锚索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。（5）、顶部采用CK2350和CK2330每眼各1卷快速锚固剂，两帮采用CK3535快速锚固剂，每眼2卷。（6）、锚索采用CK2350快速锚固剂，每眼4卷。（7）、金属网要求用10号铁丝编制成宽2米，长9米的菱形金属网,网孔直径30mm，支护时网横着铺。两网搭接不得小于100mm，每20cm必须用铁丝进行连接，并用锚杆压紧。四、临时支护的形式：采用前探梁作临时支护。使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点以锚索排距为准3.6m,挂在2排4根锚索上，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁用直径为50mm,长度为7.5米的无缝钢管，背板数量不少于8块，规格为3800×300×50㎜,详见工作面临时支护示意图。五、巷道锚杆、锚索支护设计计算:（一）采用计算法校核支护参数1、达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3式中L——锚杆总长度，m；L1——锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取50mm）；L2——有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取0.7m，），m。普氏免压拱高：b=[B/2+H.tan(45°-ω帮/2)]/f顶式中B、H——巷道掘进跨度和高度，B=5.2m，H=3.6m；f顶——顶板岩石普氏系数，f顶取2.5；ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取68.19°b=[5200/2+3600×tan(45°-68.19°/2)]/2.5=1317mmC=3800×tan(45°-68.19°/2)=693.5mmL3=dat/4tc=20×350/4×2.5=0.7mL3——锚入岩（煤）层内深度，m。d——锚杆直径，cmat——杆体材料的设计抗拉强度.MPatc——锚杆与砂浆的粘结强度：园钢tc≈2.5MPa,螺纹钢tc≈5.0MPa。依据上述公式计算得出：顶锚杆长度2017mm；帮锚杆长度732.1mm，实际顶锚杆长度3000mm；帮锚杆长度1800mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合要求。2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K，取K=2。实际Q（80KN）＞2G（32.95KN）反算锚杆间、排距a=（Q/KrL2）0.5=1.214m实际所选锚杆间排距为800*900mm均小于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。（二）、悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]式中L——锚索间距或排距，m；B——巷道最大冒落宽度，取5.2m；H——巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m；γ——岩石容重，26.7KN/m3；L1——锚杆排距0.9mF1——锚索锚固力，80KN；n——锚索排数，取1。F2——锚索极限承载力，取1860KN；θ——锚杆与巷道顶板的夹角，75°；L=1×1860/[5.2×2.6×26.7-（2×80×sin75°）/0.9]=9.829m通过公式计算，锚索排距为9.829米，实际间距为3.6米小于计算长度。因此，实际所选锚杆间排距符合要求。第四节支护工艺一、临时支护的施工工艺锚网支护时，掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，将前探梁前串。二、临时支护的质量要求采用前探梁作临时支护。使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点以锚索排距为准3.6m,挂在2排4根锚索上，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁用直径为50mm,长度为7.5米的无缝钢管，背板数量不少于8块，规格为3800×300×50㎜,详见工作面临时支护示意图。三、永久支护材料及规格：（一）锚网支护1、顶板锚杆布置：5.2米宽的矩形断面，锚杆布置7根等强螺纹钢锚杆（φ20×3000mm），间、排距800×900mm树脂锚固剂CK2350和CK2330每孔各1支。锚网为用10号铁丝编制成宽2米，长9米的菱形金属网,网孔直径30mm。两网连接要用12号直径相同的铁丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm，每20cm用铁丝进行连接并用锚杆压紧。2、帮部锚杆布置：5.2米宽的矩形断面、高3.6m，下帮布置4根等强园钢锚杆（φ18×1800mm），上帮布置5根树脂锚杆（φ18×1800mm），间、排距800×900mm树脂锚固剂CK3535每孔2支。锚网为用10号铁丝编制成宽1.9米，长9米的菱形金属网,网孔直径30mm。两网连接要用12号直径相同的铁丝把两网连接成一体或两网搭接不得小于100mm，每20cm用铁丝进行连接并用锚杆压紧。（二）顶板锚索（φ15.24×7300mm）按巷道中线率3.6m布置2根，锚索在巷前呈矩形排列,间、排距3.6×1800mm，锚索采用树脂锚固剂(每孔4支CK2350)锚固。锚索的外露长度≤300mm，其偏差在±50mm之间。（三）巷道的电缆吊挂采用金属锚杆（φ18×1000mm），间距为1500㎜；水管的吊挂采用金属锚杆（φ18×1000mm），间距为3000㎜，采用柔性钢丝绳吊挂。四、工作面空顶距：每班巷道按0.8米的截深割2刀后，就停止掘进，机组后退，将顶帮隐患处理后，搭好稳固的工作平台，先移前探支护，然后在前探支护的掩护下进行锚杆枝护，永久锚杆支护距工作面最大距离不得超过2.4米。五、永久支护施工工艺综掘机将工作面上部掘出后停止掘进机运转，并做好临时支护后，将锚(索)杆机搬至迎头，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，由班组长点准锚杆位置后,开动锚杆机打锚杆眼，打眼时一人扶锚杆机手把操作,一人扶钎稳钻杆并换钻具,中间一根或两边锚杆眼打齐后,铺网按中线上，安装好锚杆安装器,开动锚杆机，用组装好的锚杆将2卷树脂药卷送入锚杆眼底，用锚杆机带动锚杆搅拌15-30秒，搅拌先慢后快（送入孔底后搅拌时间不小于10秒）严禁把锚杆直接顶入眼底不搅坢或搅拌时间不够即停机，3～5分钟后用锚杆机拧紧螺母垫片变形为止。打其它眼孔完成顶部一排锚杆的全部安装。1小时后用预紧力扳手对安装好的锚杆进行再次预紧和检验。一排施工完后再施工下一排,每循环顶部支护完好后再拆除临时支护的带帽点拄,帮部锚杆滞后迎头不超过4排锚杆，用风镐或手镐将帮裁齐，找准锚杆眼位置，用煤电钻打锚杆眼，眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，铺网，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器，开动煤电钻搅拌，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。打锚索时，先找准锚索设计位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需使用套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索时应注意轻送，防止将药卷在眼的下部即被弄破，药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于50秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），待树脂凝固后取出搅坢器。半小时后上托盘及锁具，最后用SL-50T型锚索张拉仪张拉锚索线,油泵达到30Mpa以后方可回压卸下千斤顶。锚索锁定后的预紧力不小于80KN，锚固力100KN。锚索施工时必须按照设计布置方式，距迎头不得超过2排。六、树脂锚固剂存储和使用应遵守的规定（1）该工作面使用锚固剂的型为CK2350、CK2330、CK3535三种。（2）、必须在4-25℃的避光防水气库内储存。（3）、安装前，先检查树脂锚固剂性状。严禁使用过期、破碎等变质失效的锚固剂。（4）、井下运输存放应避免受压、受折、受热，已破碎或废弃的要挖坑掩埋或妥善处理。（5）、锚固剂中的固化剂有腐蚀性，施工人员的皮肤应避免直接接触固化剂与树脂搅混。如不慎接触到皮肤和眼睛，要立即用清水冲洗。（6）、严禁接触明火。（7）、搅拌时间15-30s，等待时间60-180s。（8）、按设计要求放置药卷数量和顺序。七、有关几点技术要求（1）、锚杆孔钻眼完毕后，应用压水冲洗钻眼，将煤（岩）粉消除干净。在煤或软岩中打眼，煤电钻不许采用拉钻杆，防止扩大孔径。（2）、安装锚杆前，必须用锚杆量好眼深，并在锚杆上做好记号。（3）、使用中速锚固剂，一般缓推猛搅，逐渐将杆体送到眼底，使用中速或快速锚固剂时，要快推猛搅，迅速将杆体送到眼底。（4）、锚索药卷搅拌时，边推边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间在15-30s，搅拌停止后等待时间60-180s。（5）、严禁用锚杆钻机将锚杆插入眼底再对药卷进行搅拌。八、支护质量要求1、永久支护离工作面最大距离2.4米2、锚杆支护要求（1）、严格按照中线的排间距布置锚杆，锚杆排间距误差为±100mm。（2）、锚杆与顶板夹角不小于75°。（3）、单垫双帽，外露长度30-50mm。（4）、锚杆螺丝必须上紧，使用力矩搬手紧固，其紧固力不得低于15kg/m。（5）、锚杆质量定期抽查，每300根抽查一组，每组10根，每根锚杆不少于15Kg/m，如发现锚固力上不去，应找到原因，重新补打锚杆。施工工艺第一节施工方法1E401工作面运输顺槽在施工中沿B4煤层底板掘进，使用EBZ132掘进机进行切割，用皮带装载运煤，支护方式为锚网、锚杆加锚索。第二节巷道的施工工艺过程交接班后，班组长、安全员、共同进入工作面进行安全检查，发现问题及时处理，只有确定工作地点安全可靠后，进行例行的各项检查工作：①支护的质量、数量是否符合规程要求。②瓦斯探头是否到位。③内外喷雾、冷却系统、电路系统、机械各运转部位是否正常。④进行机组截割。每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4ｍ，每循环内的作业顺序是:当割至距锚杆2.4ｍ,必须停止掘进,进行安全检查后，进行铺网、联网，最后将两根掩护式前探推入工作面，将挑杆搭在前探梁之间；然后用木楔刹紧背牢。根据支护要求号眼，先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入，用单垫双螺母拧紧。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后开始打帮锚，支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。标注眼位、支护锚杆，支护锚索必须在前探梁的临时支护下进行。特殊地段，根据前探梁距顶板的高度采用相应厚度的刹顶木。每个小班结束后，不安全隐患当班处理，否则向下班交接清楚，下班处理上班遗留问题和安全检查后仍按以上工艺再进行作业。第三节截割顺序和方法一、截割机具和钻眼机具使用EBZ132型掘进机掘进，打眼支护使用ＭＹＴ-160Ｃ型液压锚杆钻机进行。二、机组截割顺序、方法1、开启跟机皮带→合上电控箱操作手把→拉出操作箱紧停按纽→将支护开关拔至“运行”位置→按压警铃发出开机信号→在信号发出30S内启动油泵电机→在油泵电机启动18S启动截割电机。2、采用水平切割方法，切割头逆时针旋转，等整个系统正常后，按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀，钻入600㎜后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下做为后支撑点进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割够矩形断面的设计标准。1E401工作面运输顺槽截割示意图第四节装载与运输装煤使用机组铲板耙爪将煤耙→掘进机二运→顺槽胶带输送机→运输上山胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面。附图：运输系统图第五节巷道施工要求及管线布置一、巷道施工要求巷道断面为矩形，巷道掘进必须按给定的偏中线掘进，偏中线至一帮的距离与设计偏中线的误差允许±100㎜之间。施工时必须沿煤层底板板掘进，巷道高度偏差与设计误差为±100㎜。二、管线吊挂巷内所有管线一律进行吊挂：要求风筒挂在巷道右帮2米以上，静压水管和压风管挂到左帮巷道底板以上0.3米以上、静压水管和压风管接通到距工作面不小于10ｍ，电缆钩挂在巷道右帮1.8米以上并固定锚杆上，电缆挂在电缆钩上，高压在下，低压在上，电缆间距按100—150㎜悬挂。（详见管线悬挂断面图）第六节设备及工具配备设备及工具配备表表三机械名称型号功率数量工具名称单位数量掘进机EBZ132182KW1台铁锹把6胶带输送机DTL80/40/2*5555KW1台大锤把2通风机FBDNO7.12X30KW2台吊链个2水泵潜水排砂泵4KW4专用工具套2锚杆钻机ＭＹＴ-150/320Ｃ2台信号综保BXZ-2.5KVA1煤电钻MZ-1.21.2kw2台信号线m1600张拉仪SL-50T1台激光指向仪个1水管、压风管Φ501100掘进机总体技术参数表表四机械名称单位参数机械名称单位参数掘进机KW掘进断面形状任意切割电机经济切割煤岩硬度Mpa≤70油泵电机爬坡能力度±18高度ｍ1.55供电电压V660/1140长度9.1截割头伸缩量mm500宽度2．6喷雾防尘内、外喷雾最大掘进高度4.4截割头形状圆锥台式最大掘进宽度4．9截割头转速Rpm47/23最大卧底量0.27掘进机重量T36.5铲板宽度3.2管线敷设方式表表五序号名称规格型号单位数量吊挂方式与工作面间距1风筒φ800㎜节160逢环必挂不大于5ｍ2静压水管φ50×1600根267悬吊不小于10ｍ4压风管φ50×1600根267悬吊不小于10ｍ5电缆70㎜2ｍ1600悬吊跟掘进机6电缆50㎜2ｍ1600悬吊跟掘进机7电话线ｍ1600悬吊跟掘进机8监测线ｍ1600悬吊跟掘进机9信号线ｍ1600悬吊跟掘进机第五章工作面通风及瓦斯监测监控第一节通风一、风量计算1：按瓦斯涌出量计算：Q掘=100×T×Q瓦×K掘通/(20×60)=100×296×0.7×1.8/(20×60)=42.27m3/min=0.70m3/s式中：K掘通—为掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.8QCH4—为掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.7m3/min。T—为掘进工作面日掘进煤量,296t/d。2、按局部通风机的实际吸风量计算：根据井下掘进工作面的实际需要，选FBDNO7.1型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面供风，局部通风机实际吸入风量385～670m3/min，取480m3/min。Q掘=Qf×I×K=480×1×1.2 =576m3/min=9.6m3/s。式中:Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/S。Qf—掘进工作面局部通风机额定风，m3/min。1—掘进工作面同时用局部通风机的台数，1台。K—为防止局部通风吸环循风的风量备用系数，有瓦斯涌出的取1.2。3、按工作面同时工作最多人数计算：Q掘=4×Njm3/min=4×10=40.00m3/min=0.67m3/S式中：Nj—为掘进工作面同时工作最多人数，10人。通过上述3种方法计算取最大值,掘进工作面的风量为=576m3/min=9.6m3/s，取10m3/S。4、按风速进行验算：掘进工作面风量取以上计算的最大值10.00m3/S按最低风速验算，工作面最小风量为：Q1=15×S=15×19.2=288m3/min=4.8m3/s式中：S—为掘进工作面的平均断面积，取19.2m2按最高风速计算，工作面最大风量为：Q2=240×S=240×19.2=4608m3/min=76.8m3/s式中：S—为掘进工作面平均断面积，取19.2m24.8m3/s>10m3/s>76.8m3/s。通过上述计算和风速验算掘进工作面的风量为10m3/S符合《煤矿安全规程》要求。二、通风系统图及通风系统：1、局部通风机安装地点局部通风机应安装在缓坡副斜井距掘进工作面回风口10m以外的新鲜风流中，供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道最低风速不得低于0.25ｍ/s。2、通风系统新鲜风:副平硐→缓坡斜井(S型无轨胶轮车巷道)→局部扇风机→掘进工作面乏 风:掘进工作面→回风上山→新回风立井→地面。三、通风方法及设备1、通风方法及设备通风方法:该工作面采取压入式通风,采用双风机双电源自动切换开关给该掘进工作面供风。通风设备:备两套FBDNO7.1型矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机,一台使用一台备用,一台煤矿风机用隔爆兼本质安全型双电源真空电磁启动器,型号QJZ-2*200/1140/660SF和能2台局部通风机能自动切换的交叉风筒,主风筒为直径800㎜的抗静电,阻燃风筒，风筒必须有安全标志证的厂家购买，使用时随时保证两台风机电源能自动切换。四、局部通风机及其开关的安装要求1、局部通风机及其开关的安装要求风机安设在缓坡副斜井+1525水平以下176--186m处距该掘进工作面回风口20ｍ的新鲜风流中，风机安装处顶板完整、支护齐全，供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道最低风速不得低于0.25ｍ/s。双风机必须平行悬挂在巷道帮上，双电源开关安装在靠近风机的巷道边上，并上架距地面0.3m。2、正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器），备用局部通风机必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保证掘进工作面正常通风。3、风筒安装及吊挂要求（1）自动切换交叉风筒与两台局部通风机接头一头必须比另一头长出5-8m，安装局部通风机时前后安装，长接头的局部通风机高出短接头局部通风1m，与局部通风机连接处的直径不得小局部通风机出风口的外径，因此该工作面自动切换的交叉风筒与局部通风机连接的直径为900mm，自动切换的交叉风筒与前端的通风风筒接头必须匹配，该掘进工作面的通风风筒选用800mm，因此交叉风筒的出口直径为800mm，自动切换段风筒长5m。(1)风筒吊挂在巷道的左侧1.8米以上，风筒逢环必挂。(2)风筒吊挂在煤帮距巷道顶板0.5ｍ，吊挂平直。(3)风筒接口采取反边接法，要严密不漏风，拐弯处必须用转弯风筒，不得出现拐死弯，落地现象。(4)风筒出口距工作面迎头距离不大于5ｍ。五、隔爆措施在距交叉口50m处安设一组隔爆水槽。水槽距顶板不得大于200mm。六、监测监控仪器仪表的型号及数量位置（一）、监测监控仪器仪表及数量该工作面安装一台KJ90—F8型监控分站，掘进工作面安设一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器和风速传感器，设备集中点安装一个甲烷传感器，两台局部通风机开停传感器，该掘进工作面总电源馈电开关安装一馈电断电开关开停传感器，传感器与分站联接、分站与地面监控室信号电缆都必须用专用阻燃。（二）、布置位置及要求1、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不得大于300㎜，距巷道侧壁不小于200㎜，掘进工作面的传感器距工作面小于等于5m回风风流中。2、两台开停传感器分别安设在局部通风机的主、备风机电源开关负荷侧的电缆上。3、KJ90—F8型监控分站安装在掘进工作面用电总电源馈电开关处，顶板支护良好、无滴水、无杂物的地方，主要用于接掘进工作面的各种传感器及瓦电闭锁，其设备电源取自照明综保开关上。4、掘进机组上必须安设机载瓦斯报警断电仪，报警浓度≥1.0%、断电浓度≥1.5%、复电浓度>1.0%。5、信号电缆必须位于动力电缆上方0.1ｍ以上的地方。6、瓦斯传感器的断电浓度及范围，当掘进工作面瓦斯传感器的断电浓度为1.0%，断电范围是该掘进工作面内全部非本质安全型电气设备，复电浓度为1.0%以下。7、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度，掘进工作面复电浓度为1.0%以下，当瓦斯浓度超限断电后，必须人工为进行复电。第六章灾害防治第一节瓦斯防治1、正常工作的局部通风机必须采用三专（专用开关、专用电缆、专用变压器），备用局部通风机必须取自同时带电的另一电源，当正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能自动启动，保证掘进工作面正常通风。2、实行专职瓦斯检查员随时检查瓦斯制度。3、有效利用矿井瓦斯监控系统和报警断电功能对掘进工作面的瓦斯进行技防。4、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方距顶板不大于300㎜，距巷道回风侧煤壁不小于200㎜，掘进工作面的传感器距工作面小于等于5m的回风风流中。5、瓦斯传感器的断电浓度及范围，工作面瓦斯传感器的断电浓度为CH4≥1.0%，断电范围是工作面及巷内全部非本质安全型电气设备，断电范围是掘进工作面及巷道内全部非本质安全型电气设备。6、工作面瓦斯浓度达到1.0%或回风流中瓦斯浓度达到0.7%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。7、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20ｍ以内风流中的瓦斯浓度达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。8、工作面及巷道内体积大于0.5ｍ3的空间内瓦斯积聚的浓度达2.0%时，附近20ｍ内必须停止工作，撤出人员、切断电源、进行处理；9、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。10、工作面中二氧化碳浓度达到1.0%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。第二节瓦斯抽采我矿东翼井田从副平硐以东500—750m段为高瓦斯区，按新的瓦斯防治低瓦斯矿井只要有高瓦斯区就定为高瓦斯矿井，因此90万吨/年矿井改扩建初步设计安全专篇将我矿定为高瓦斯矿井，高瓦斯矿必须进行瓦斯抽放，因此该掘进巷道在掘进过程中必须遵守“先抽后掘”原则。一、瓦斯抽采方法选择原则瓦斯抽采方法的选择，主要是根据矿井（或采区、工作面）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前抽采瓦斯方法主要有：开采层瓦斯抽采、邻近层瓦斯抽采、采空区瓦斯抽采。具体选择抽采瓦斯方法时应遵循如下原则。（1）选择的瓦斯抽采方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件。（2）应根据瓦斯来源及涌出构成进行抽采，尽量采取综合抽采瓦斯方法，以提高抽采瓦斯效果。（3）有利于减少井巷工程量，实现抽采巷道与开采巷道相结合，提高巷道、钻孔综合利用率。（4）选择的抽采瓦斯方法应有利于抽采巷道布置与维修，提高瓦斯抽采效果和降低抽采成本。（5）所选择的抽采方法应有利于抽采工程施工，抽采管路敷设以及增加抽采瓦斯时间。二、抽采方法选择根据矿井瓦斯来源分析掘进工作面采取边掘边抽“边掘边抽”的瓦斯抽采方法，该法是在巷道两侧钻场中布置钻孔进行抽采瓦斯。当工作面向前掘进时，由于巷道两帮一定范围内形成卸压区，造成了煤壁松动，从煤体中解吸出的瓦斯直接被钻孔抽出，从而减少向巷道内涌出的瓦斯，同时有效截流深部煤体涌向巷道空间的瓦斯。“边抽边掘”钻孔布置方式如图所示。图3-5-5“边掘边抽”示意图掘进工作面瓦斯涌出量大，或遇瓦斯涌出异常区，靠“边掘边抽”难以满足瓦斯治理要求时，应在掘进头四周布置超前钻孔，对前方煤体瓦斯进行“先抽后掘”。推荐的“先抽后掘”钻孔布置方式如图3-5-6所示。图3-5-6“先抽后掘”示意图钻孔施工完后立即进行封孔，并连管抽采。钻场内抽采钻孔数量不低于3个，抽采钻孔长度不少于70m，两侧控制范围为巷道周边10m。钻场内“边掘边抽”抽采瓦斯钻孔布置方式见表。钻场内钻孔布置技术参数表钻孔类别钻孔方位角（°）钻孔倾角（°）钻孔长度（m）钻孔直径（mm）边掘边抽瓦斯钻孔153709415015-3注：以上钻孔施工要须根据实际抽采考察效果不断调整。其中方位角、倾角均为与掘进工作面走向、煤层倾向相对角度，倾角以上向为正，方位角以顺时针方向为正。三、封孔工艺瓦斯抽采钻孔封孔一般采用水泥砂浆封孔或聚氨酯等化学材料封孔。水泥封孔具有成本低，封孔距离可控等优点，同时具有操作复杂、凝固时间长、密闭效果差等缺点；聚氨酯封孔是近几年国内兴起，已普及的化学材料封孔法。聚氨酯封孔具有操作简单、凝固快、密闭严的优点；同时具有成本高，封孔距离短的缺点。1．水泥封孔采用水泥浆封孔，封孔长度5m以上。钻孔及封孔管结构，见图3-5-9。1－钻孔2－2"钢管3-档板4-水泥浆图3-5-9水泥封孔示意图2．聚氨酯封孔近几年，聚氨酯封孔材料衍生品种类繁多，封孔方式多样，越来越便捷，传统的封孔距离短的缺点已在部分产品中被克服。因此，首选聚氨酯等化学材料封孔。聚氨酯是聚氨荃甲酸酯的简称。它的种类繁多，根据原料配方不同，可以制成多种不同产品。对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，即孔口不漏气，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。聚氨酯封孔采用卷缠药液法及钻孔内封孔管结构，如图3-5-10所示。抽采管为外径50mm的双抗塑料管或铁管，长度不小于5m，在管前端固定上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽采管上固定一块毛巾布（1m×0.7m）。卷缠药液法封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽采管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1kg左右。3．钻孔与管路的连接聚氨脂封孔1小时后，便可与抽采管路连接，水泥砂浆封孔需经24小时后才可与抽采管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和放水装置。图3-5-10聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图四、抽采注意事项瓦斯抽采方法最终选择，须根据煤层实际赋存条件、瓦斯含量赋存条件、地质构造分别情况等多种因素综合确定，特别是根据实际瓦斯抽采效果，适当调整瓦斯抽采方法及钻孔施工参数。对瓦斯明显增高区域，需要采取加大钻孔加密、加长钻孔深度，延长预抽时间等强化措施。除监控系统对各抽采区域相关抽采数据进行实时监控外，还需人工配合检测，以达到最好抽采效果。抽采方法调整、检测内容及调节措施大致如下。1．各钻孔设置人工监测点，监测抽采钻孔内瓦斯浓度、负压、流量、一氧化碳浓度等数据。2．抽采过程中发现CO增高时应立即停止该区域瓦斯抽采，采取措施进行处理，以防止自燃发火。3．对抽采浓度大幅降低钻孔，要及时关闭报废。五、抽采瓦斯泵及管路：利用矿井瓦斯抽放系统和抽放系统中的瓦斯抽放泵进行该掘进工作面的瓦斯抽放。六、抽采效果评价：按安全专篇中对掘进工作面瓦斯涌出量预测结果，掘进工作面最大瓦斯涌出量为8.71m3/min,边掘边抽瓦斯量为6.3m3/min,掘进工作面剩余最大瓦斯涌出量为2.41m3/min,按前面的通风设计该工作面供风量为600m3/min(10m3/S),则掘进工作面的瓦斯浓度为:C=K*Q风=1.5*2.14/600=0.60%满足矿井总回风瓦斯浓度小于1%的要求。详细瓦斯抽采参照新疆煤炭设计研究院给我矿做的〈瓦斯抽采初步设计〉第二节综合防尘一、防尘设施1、巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设直径50mm静压水管，并每隔50ｍ安设一个三通阀门。2、掘进机上安设有效的内外喷雾装置，水压达到3Mpa以上。必须保证内喷雾与外喷雾的雾化效果好，能覆盖整个滚筒。3、煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。4、巷内安设净化水幕二道，在距皮带转载下山50m处安设一道固定水幕，移动水幕距工作面30～50ｍ处，水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于300㎜。二、防尘系统防尘水源来自地面静压水池。地面静压水池（ø80mm水管）→回风立（ø80mm水管）→缓坡副斜井→掘进工作面。三、隔爆水槽第一次距巷道巷道交叉口50-70ｍ开始安设隔爆水槽，水槽每隔1.0ｍ挂一排，水槽应采用横向布置，(长边方向垂直于巷道走向)，水槽距离帮锚杆间隙不得小于100㎜，距巷道顶板的距离为0.2ｍ，水槽水要装满，吊钩勾尖对勾尖，水槽间距0.2ｍ，每排挂3个，挂17排,总共吊挂51个。以后隔爆水槽距工作面的距离不得小于40米，但又不得大于200米。第三节防灭火设备集中点配备2只合格的灭火器、0.4ｍ3的灭火砂及消防工具一套，配备20ｍ消防管并与2寸水管连接，灭火器必须放置在架子内，吊挂在离皮带机头5ｍ便于取用的地方。第四节安全监控（一）、监测监控仪器仪表及数量该工作面安装一台KJ90—F8型监控分站，掘进工作面安设一个甲烷传感器、一个一氧化碳传感器和风速传感器，设备集中点安装一个甲烷传感器，两台局部通风机开停传感器，该掘进工作面总电源馈电开关安装一馈电断电开关开停传感器，传感器与分站联接、分站与地面监控室信号电缆都必须用专用阻燃。（一）安装及使用要求：1、KJ90—F8型监控分站安装在掘进工作面用电总电源馈电开关处，顶板支护良好、无滴水、无杂物的地方，主要用于接掘进工作面的各种传感器及瓦电闭锁，其设备电源取自照明综保开关上。2、瓦斯传感器应垂直吊挂在顶板完好的地方，距顶板不得大于300㎜，距巷道侧壁不小于200㎜，掘进工作面的传感器距工作面不小于等于5m的回风风流中。3、两台开停传感器分别安设在局部通风机的主、备风机电源开关负荷侧的电缆上。4、KJ90—F8型监控分站安装在掘进工作面用电总电源馈电开关处，顶板支护良好、无滴水、无杂物的地方，主要用于接掘进工作面的各种传感器及瓦电闭锁，其设备电源取自照明综保开关上。5、掘进机组上必须安设机载瓦斯报警断电仪，报警浓度≥1.0%、断电浓度≥1.5%、复电浓度>1.0%。6、信号电缆必须位于动力电缆上方0.1ｍ以上的地方。7、瓦斯传感器的断电浓度及范围，当掘进工作面瓦斯传感器的断电浓度为1.0%，断电范围是该掘进工作面内全部非本质安全型电气设备，复电浓度为1.0%以下。8、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度，掘进工作面复电浓度为1.0%以下，当瓦斯浓度超限断电后，必须人工为进行复电。附：监控系统示意图：第五节水灾防治按新《煤矿防治水规定》防治水工作应当坚持预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采的原则，采取防、堵、疏。排、截的综合治理措施和今年上级煤矿监管部门的要求“逢掘必探”的要求和新《煤矿防治水规定》要求采掘工作面探放水应当采用钻探方法,由专业人员和专职探放水队伍使用专用探放水钻机进行施工,因此该掘进工作面必须采用钻探的方法进行探水后，探放水前必须由地测科编制该工作面的探放水设计,经矿井总工程师组织审定同意，按设计进行探放水。探放水设计和探放水工作必须按以要求进行：1、探水钻孔成组布设，要在巷道前方伪水平面和竖直面内呈扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过l.5m。2、井下探放水应当使用专用的探放水钻机。严禁使用煤电钻探放水。3、在安装钻机进行探水前，应当符合下列规定：(1)加强钻孔附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板；(2)清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探放水量相适应的排水设备；(3)在打钻地点或其附近安设专用电话；(4)依据设计，确定主要探水孔位置时，由测量人员进行标定。负责探放水工作的人员亲临现场，共同确定钻孔的方位、倾角、深度和钻孔数量；(5)在预计水压大于0.1MPa的地点探水时，预先固结套管。套管口安装闸阀，套管深度在探放水设计中规定。预先开掘安全躲避硐，制定包括撤人的避灾路线等安全措施，并使每个作业人员了解和掌握；(6)钻孔内水压大于1.5MPa时，采用反压和有防喷装置的方法钻进，并制定防止孔口管和煤(岩)壁突然鼓出的措施。4、探水钻孔除兼作堵水或者疏水用的钻孔外，终孔孔径一般不得大于75mm。5、探水钻孔超前距离和止水套管长度，应当符合下列规定：(1)探放老空积水的超前钻距，根据水压、煤(岩)层厚度和强度及安全措施等情况确定，但最小水平钻距不得小于30m，止水套管长度不得小于10m；(2)沿岩层探放含水层、断层和陷落柱等含水体时，按表5—1确定探水钻孔超前距离和止水套管长度。表5—1岩层中探水钻孔超前钻距和止水套管长度水压（MPa）钻口超前钻距（m）止水套管长（m）＜1.0＞10＞51.0-2.0

＞15＞102.0-3.0

＞20＞15＞3.0＞25＞206、在探放水钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或者钻眼中水压、水量突然增大和顶钻等透水征兆时，应当立即停止钻进，但不得拔出钻杆；应当立即向矿井调度室汇报，派人监测水情。发现情况危急，应当立即撤出所有受水威胁区域的人员到安全地点，然后采取安全措施，进行处理。7、探放老空水前，应当首先分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。探放水孔应当钻入老空水体，并监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。当钻孔接近老空时，预计可能发生瓦斯或者其他有害气体涌出的，应当设有瓦斯检查员或者矿山救护队员在现场值班，随时检查空气成分。如果瓦斯或者其他有害气体浓度超过有关规定，应当立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿井调度室，及时处理。8、钻孔放水前，应当估计积水量，并根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量，防止淹井；放水时，应当设有专人监测钻孔出水情况，测定水量和水压，做好记录。如果水量突然变化，应当及时处理，并立即报告矿调度室。第七章生产系统第一节供电系统从+1492水平运输顺槽胶带输送机机头配电点2号移动变电站线出1140v供给掘进机和锚杆机,从3号移动变电站引660v供给掘进工作面局部通风机、煤电钻综保等电器设备（详见供电系统图）。第二节供水、排水系统一供水系统水源来自地面静压水池地面静压水池（ø100mm水管）→回风立井（ø100mm水管）→缓坡副斜井（ø80mm水管）→掘进工作面。二、排水系统：工作面→回风上山→临时水库→多级潜水泵→平硐→自然坡度水槽地面。第三节运输系统一、运料系统:地面→主平峒→缓坡副斜井→掘进工作面。二、运煤系统:工作面→皮带→运输上山→主斜井→地面。第四节压风系统地面空压机房（ø108mm压风管）→主斜井（ø108mm压风管）→运输上山（ø108mm压风管）→缓坡副斜井（ø50mm压风管）→掘进工作面。第五节照明、通讯和信号一、照明本工作面的皮带头照明采用照明综保127V供给矿用防爆灯管；机组必须有前后照明，电源由机组电控箱供出，电压36V。二、通讯本工作面的皮带头尾各安设一部电话，确保通讯畅通，电话便于井上、井下变电所、等工作场所之间联系，距离工作面不大于50米。三、信号皮带头、尾安设声光兼备信号装置。信号规定：一停、二开、三松、乱点为事故点。第八章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织工种出勤表表六工种出勤人数早班中班晚班合计队长112组长1113机组司机1113掘进机检修工22皮带司机1113皮带机检修工22支护工44412电工1113材料运输工33清煤工1113合计169937采用“三八”制作业方式。三个班都为生产班，每班后两小时为检修时间。 第二节循环作业 为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。第三节主要技术经济指标技术经济指标表表八序号指标单位数量备注1断面面积㎡19.72硬度等级f2-33每次截深ｍ0.84循环进尺ｍ2.45每班进尺ｍ4.86每日进尺ｍ14.47每日出煤量T283.68在册工人数人/日37入井工人数人/日379效率ｍ/工0.38910成本元/ｍ11油脂消耗㎏/ｍ0.12512截齿消耗个/ｍ1.513油管消耗M/ｍ1.514锚杆根/ｍ17.8第九章安全技术措施第一节一通三防一、通风安全技术措施1、加强通风管理，局部通风机必须由指定专人负责管理，大班由大班组长负责管理，小班由瓦检工负责管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，无反接，风筒出口距迎头工作面不大于5ｍ，以保证迎头有足够的风量。3、使用局部通风机、无论工作或交接班，都不准停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源、进行处理；恢复通风前首先检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近10ｍ以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。4、临时停工严禁停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标、禁止人员进入，并向矿调度室报告。5、风机实行挂牌管理，牌板吊挂在风机旁的锚杆上，并与风机平行吊挂。6、每月定期检修局部通风机，严格执行检修停风停电审批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风停电现象。7、该掘进工作面必须安装2台同等能力的局部通风机，并能自动切换，正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机正常工作。8、正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒与局部通风机连接处的直径不得小局部通风机出风口的外径，因此该工作面自动切换的交叉风筒与局部通风机连接的直径为900mm，自动切换的交叉风筒与前端的通风风筒接头必须匹配，该掘进工作面的通风风筒选用800mm，因此交叉风筒的出口直径为800mm，自动切换的交叉风筒必须在正规的厂家并必须有安全标志证的厂家购买，连接两台局部通风机接头一头必须比另一头长出5-8m，安装局部通风机时前后安装，长接头的局部通风机高出短接头局部通风1m。9、正常工作和备用局部通风均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作和备用局部通风机均不能自动起动，必须人工开启局部通风机。10、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转后能切断停风区全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，配出故障；待故障被排除，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。11、每十天至少进行一次甲烷风电闭锁实验要求，实验记录要存档备查。同时，为了保证备用局部通风机的可靠启动和运行，送审稿规定：每天进行一次双局部通风机自动切换实验，实验期间不得影响局部通风。12、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，并切断电源。恢复通风前，必须由专职瓦检员进行瓦斯检查，由指定人员开启局部通风机。12、通风机坚持使用“三专两闭锁”装置，严禁甩掉不用。13、正常掘进中，当回风风流中的瓦斯浓度达到0.5%时，应及时选用大功率的风机，以保证掘进工作面的正常供风。二、综合防尘安全技术措施1、坚持用好内外喷雾设施，司机及巷内工作面人员必须佩带防尘口罩。2、水幕应覆盖全断面，喷嘴要迎着风流方向，灵敏可靠、雾化好，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于300㎜。3、煤尘堆积厚度不得超标(即连续5ｍ且厚度达到2㎜)，每周对全巷及回风绕道进行一次煤尘冲洗、清扫工作，连同巷内浮煤清运。4、落煤点落差均不得超过0.5ｍ，否则应安装适合的煤流导向板。5、防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。三、防灭火安全技术措施1、井下皮带用阻燃皮带。2、巷内浮煤定期清理，煤尘定期冲洗。3、电器设备着火时，首先切断电源，在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火；然后进行处理，并向调度室、队值班人员作详细汇报。4、井下使用过的棉纱布头、润滑油、废纸等，必须存放在盖严的铁桶内，并由专人当班运出。如润滑油着火时，严禁直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。5、严禁火种入井。6、用静压水管作消防水管。7、严禁明火作业，严禁电气失爆。8、在易磨擦、撞击产生火花的地方洒水降温。9、机组内外喷雾正常使用，水压达到要求。10、班班必须对消防工具进行检查，确保齐全完好，消防工具严禁移作它用。11、所有员工必须经通风部门灭火知识培训后方可入井。四、瓦斯防治安全技术措施1、队长、跟班队长、技术员、班组长、电钳工必须班班携带便携式瓦斯自动监测报警仪。2、严格执行瓦斯检测制度，巷内配专职瓦检员，实行工作面手拉手交接班制度，坚持24h内瓦斯检查不间断,每班至少在工作面、回风巷口、风机吸风处检查三次瓦斯，并严格执行三对口制度。3、回风绕道必须保证回风畅通无阻，无杂物堆积，无大块煤矸，支护齐全有效。4、人员入井前必须经自救器使用培训并携带自救器入井。顶板防治安全技术措施1、严格执行开工前的检查制，由班组长、瓦检员、安监员、跟班干部共同进入工作面，对工作面进行安全检查，发现不安全隐患必须立即处理，确认工作环境安全可靠后，方可开工。2、支护前、后严格执行“敲帮问顶”制度，并贯穿施工全过程，必须用长度不小于2ｍ的专用长柄工具敲帮问顶，撬掉活矸，发现有零皮、马棚、伞檐等处理并确认安全后，方可开工。3、打眼时必须先架设临时支护再钻眼，钻眼时必须按事先确定的眼位标志钻进。4、打眼时，工作人员服装要穿戴整齐，严禁戴手套扶钎杆。5、锚杆眼必须按规定角度打眼，不得打穿皮眼或沿顺层面、裂缝打眼。6、钻孔前，必须按规格要求定好孔位，确定孔深，做好标记，锚杆方向与顶板岩面垂直。7、支护时，坚持由外向里逐根进行支护，上托板时必须使用前探支护；在确认机组的隔离开关断开并在机组司机的监护下方可一个人站在机组上安装，一个人拧螺母，严禁空顶下作业。8、使用树脂锚杆时必须戴防护手套，避免与皮肤接触。破损的药包，必须立即处理。严禁树脂药包接触电缆。9、当班跟班干部必须指派专人巡视所掘巷道的顶板支护及其巷道顶板的变化情况，巡视人员发现问题及时通知跟班干部组织处理，如遇危急情况，必须及时撤出巷内所有人员到运输大巷，并向矿调度室详细汇报。10、钻孔过程以及锚杆、锚索钻注和挂网过程中，跟班干部必须指派专人随时观测顶板及煤帮的变化情况，发现危急情况人员立即撤出危险区域。11、顶板来压预兆托板压烂严重；顶板有“闷炮”声，巷道掉渣、片帮严重，顶板破碎，顶板下沉离层有裂缝，打眼时卡钎杆。遇上述情况时，工作面必须立即停止工作，采取措施进行处理架设临时木点柱、增大锚杆的支护密度、减少空顶距离、采取锚索棚支护，并紧跟工作面，遇危急情况立即撤离危险区。12、预应力锚索钢绞线必须使用经过增加粗糙度处理的钢绞线，严禁使用不焊短节的钢绞线。13、钻眼时，必须保证孔的深度与钢绞线长度相适宜。14、在张拉千斤顶给锚索施加预应力时，所有人员必须离开所施工的锚索2ｍ以外，以防意外。15、当顶板破碎时必须割够一个支护间距支护一排锚杆。16、铺帮网时必须先支护顶板，后支护两帮，严禁顶、帮同时支护。17、铺帮网时必须将机组截割头退后支护位置5ｍ以外并压下紧停按钮，人员位于宽敞处进行支护，以避免因突然片帮而无法躲闪，严禁在机组两侧进行护帮网支护。18、打注护帮锚杆和挂网前，必须检查工作面地点前后10ｍ范围的顶、帮情况，处理掉片帮、伞檐后，确定安全无误后方可进行作业，其他人员远离施工地点5ｍ以外。19、因巷道超高，工作人员在够不着的地点打眼和挂铺网时，工作人员必须搭设工作台，工作台要牢固可靠，经上岗人员确认安全后，方可进行作业；严禁人员站在机组上工作。所有工作人员要相互照应，达到自保与互保。20、打眼和挂网要在皮带运输机、转载机停止的情况下工作，且皮带运输机、转载机开关打到零位，并挂有人工作，禁止送电牌。21、严禁人员站在机组两侧进行“敲帮问顶”工作。22、当工作面遇地质构造时，必须立即停止掘进将护帮网支护至地质构造后。23、每班管理人员根据打眼观察锚索锚固位置的岩性，必须保证锚索锚固在稳定层中1200㎜，否则加长锚索线长度；锚索外露大于500㎜的当时必须重新就近补打，严禁截断外露长的部分继续使用。24、采空区下与过断层加强支护安全技术措施：（1）、遇断时，必须在断层的上下盘支护锚索梁，并位于断层处及时挂顶网。（2）、、当顶板破碎压力增大或遇断时，必须将支护间距缩小为800㎜并割够一个支护间距支护一排锚杆。过小断层、破碎巷道支护安全技术措施1E401运输顺槽沿B4煤层底板掘进，B4煤层顶板沿走向呈波浪形，无伪顶，直接顶为粉砂岩或泥质粉砂岩，厚度0-2米，沿走向时有时无。老顶为厚层状粗砂岩含水比较大。该煤层和煤层顶板节理发育，裂隙多，只要出现裂隙就出现顶板砂岩裂隙水、顶板破碎，顶板砂岩软化，如支护不及时或支护不到位很容易发生冒顶或漏顶。为了防止冒顶或漏顶事故的发生特制定以下安全技术措施：一、出现顶板砂岩裂隙水、顶板破碎，顶板砂岩软化地段的预兆：当顶板完整时在打巷道顶部锚眼时如出现打锚眼或将锚眼打好后出现流水，打锚眼时发现顶板岩石变软时前方很快就要遇到顶板裂隙、顶板破碎带、裂隙水等。二、当出现巷道顶部在打锚眼过程中或将锚眼打好后出现流水，打锚眼时发现顶板岩石变软时必须在靠工作面的巷道顶部打锚索加工字钢梁进行支护，防止由于遇到裂隙后造成大面积冒顶，同时起到防止裂隙或破碎带的扩大。三、当裂隙或破碎带出现时必须立即用8m长的锚索和300*300mm、厚10-15mm的托盘进行支护，支护间距为600—800mm，锚索的拉拨强度必须达到25MPa。四、当裂隙大、破碎程度严重用用锚索和300*300mm托盘支护效果不行时在裂隙或破碎带的两边打锚索工字钢梁，在锚索工字钢梁上用旧铁轨、木头架木垛、用竹夹板将整个裂隙或破碎带封顶防止漏顶使支护失效。五、当断层断距大于1.5m时必须采取工字钢梯形棚架支护，采用12号矿用工字钢，棚距中对中1.5m，架顶和架帮必须用木材加竹夹板背紧，顶帮背完不能出现漏顶、漏帮现象（工字钢梯形棚架支护图附后）。六、为了保正对裂隙或破碎带的支护安全必须进行临时支护：（1）首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，找顶板完整安全的地点打前探梁吊挂锚索，将前探梁前串。（2）使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于2米并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于3块，规格为3000×300×50㎜。（3）待临支护做完后必须经井队长或当班专职安全管理人员检查，确认安全后才能进行下步的支护。七、钻孔过程以及锚杆、锚索钻注和挂网过程中，跟班井队长或当班安全员必须随时观测顶板及煤帮的变化情况，发现危急情况人员立即撤出危险区域。八、在张拉千斤顶给锚索施加预应力时，所有人员必须离开所施工的锚索2ｍ以外，以防意外。九、在1.5m以上断层工字钢棚架支护前，由于断层破碎带煤（岩）比较软随时都有冒顶和偏帮的可能因此在支护前必须进行超前临时支护（超前临时支护按第六条的规定进行），整个临时支护过程必须在当班安全员或井队长都监督指导下进行，临时支护完毕后必须由当班安全员或跟班井队长对临时支护、顶帮等安全情况进行认真的检查确认安全后才能进行，附:1E401工作面运输顺槽过断层破碎带支护图第四节防治水安全技术措施1、巷道低洼处，在非人行侧掘出水泵窝，并配备潜水泵进行排水。2、工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等异状时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员，组织有关技术人员分析原因，采取安全防范措施,在原因未查清,隐患未排除之前,不得进行任何掘进活动。3、按采掘工作面探放水应当采用钻探方法,由专业人员和专职探放水队伍使用专用探放水钻机进行施工,因此该掘进工作面必须采用钻探的方法进行探水后，探放水前必须由地测科编制该工作面的探放水设计,经矿井总工程师组织审定同意，按设计进行探放水。4、井下探放水应当使用专用的探放水钻机。严禁使用煤电钻探放水。5、在安装钻机进行探水前，必须按探放水设计做好准备工作。6、探水钻孔除兼作堵水或者疏水用的钻孔外，终孔孔径一般不得大于75mm。7、探水钻孔超前距离和止水套管长度，应当符合下列规定：(1)探放老空积水的超前钻距，根据水压、煤(岩)层厚度和强度及安全措施等情况确定，但最小水平钻距不得小于30m，止水套管长度不得小于10m；(2)沿岩层探放含水层、断层和陷落柱等含水体时，按表5—1确定探水钻孔超前距离和止水套管长度。表5—1岩层中探水钻孔超前钻距和止水套管长度水压（MPa）钻口超前钻距（m）止水套管长（m）＜1.0＞10＞51.0-2.0

＞15＞102.0-3.0

＞20＞15＞3.0＞25＞208、在探放水钻进时，发现煤岩松软、片帮、来压或者钻眼中水压、水量突然增大和顶钻等透水征兆时，应当立即停止钻进，但不得拔出钻杆；应当立即向矿井调度室汇报，派人监测水情。发现情况危急，应当立即撤出所有受水威胁区域的人员到安全地点，然后采取安全措施，进行处理。9、预计可能发生瓦斯或者其他有害气体涌出的，应当设有瓦斯检查员或者矿山救护队员在现场值班，随时检查空气成分。如果瓦斯或者其他有害气体浓度超过有关规定，应当立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿井调度室，及时处理。10、钻孔放水前，应当估计积水量，并根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量，防止淹井；放水时，应当设有专人监测钻孔出水情况，测定水量和水压，做好记录。如果水量突然变化，应当及时处理，并立即报告矿调度室。第五节机电事故防治安全技术措施一、掘进机1、司机及检修工经安全技术培训，考试合格，持证上岗。2、司机离开操作台前，必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关，并且将切割臂放置于底板上否则严禁擅自离开掘进机。3、掘进机开机前机组司机必须提前3min发出信号，提醒工作面到掘进机转载尾的所有人员注意，只有确认铲板前方、切割臂附近及机组两侧无人时，所有人员远离机组后5ｍ以外，确认安全后，方可开动掘进机。4、掘进机运行时，掘进机两侧、前方、掘进机后5ｍ及掘进机上严禁有人；若确需人员进入工作面，必须发出信号，经机组司机同意并停机，将闭锁开关打到“零”位，检查完顶、帮，确认安全后人员方可进入。5、更换截齿与油泵或切割电机尼龙棒时，必须断开掘进机的电气控制回路开关，按下机组的急停按钮，并断开隔离开关。6、在切割头未旋转的情况下，司机严禁顶着工作面作横向摆动。7、司机切割前必须照好中线，避免超挖、欠挖，同时了解工作面情况，支护是否齐全，顶板、煤帮是否完整，瓦斯浓度、洒水情况、机组周围设备等是否符合要求，否则严禁开机。8、切割头未旋转严禁顶着工作面，严禁摆动切割臂，以免损坏油缸。9、高压油和水泵流量的一切压力，在拆开管子前必须释压。10、机组进行工作之前，必须保证机组稳定放置，并打起前后支撑，严禁只依靠机组履带进行截割。11、机组检修工必须按要求对机组进行日检、旬检、月检、班检，保证机组正常运转；在检修掘进机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。12、掘进机停止工作或检修以及交班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的隔离开关和磁力起动器的隔离开关。13、司机移动机组或改变掘进的作业方位时，必须事先提醒机组前后25ｍ范围内的所有人员注意。14、一旦发现危急情况，必须使用紧急停止按钮立即切断电源；所有人员必须熟知紧急停止按钮的具体位置。15、断电之前，必须将切割臂完全放下，置于底板上，将机组摆到对人员最无危险的位置上。16、机组作业期间，严禁进行检修。17、所有人员严禁在切割臂下通过或停留。18、在顶板危险的地带和无支护的顶板下，严禁进行维修。19、掘进机在检修前，班组长及检修工必须对检修位置的顶板与两帮进行全面仔细的检查，只有确认安全后方可进行检修。20、工作面大于300㎜的大块煤、矸，机组司机必须用铲板将其铲至支护齐全有效的安全地点，用耙爪耙至底板上；必须经过机组司机检查后确认断开掘进机的电气控制回路开关，按下机组的急停按钮，并在机组司机的监护下方可进行人工破碎。21、机组的开启与停止必须由机组司机进行操作,其他任何人严禁随意开启或停止机组。22、掘进机检修前，必须断开掘进机的电气控制回路开关，按下机组的急停按钮，方可进行检修。23、检修机组时，必须将机组退至有护帮网、顶板支护齐全完好处进行检修；如机组发生故障不能行走时，检查完顶、帮，确认安全后方可进行检修，并设专人观察检修位置的顶、帮情况，发现问题必须撤出检修人员，并用长柄工具进行处理。二、供电1、井下供电做到“三无”、“四有”、“两齐”、三全”、“三坚持”。即：“三无”无鸡爪、无羊尾巴、无明接头；“四有”有过流和漏电保护装置，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置；“两齐”电缆吊挂整齐，设备硐室清洁整齐；“三全”防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全；“三坚持”坚持使用检漏继电器，坚持使用照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电闭锁。2、井下严禁带电检修和搬迁电器设备。(包括电缆和电线)3、井下电缆一律悬挂，悬挂间距1.5ｍ，电缆上下间距50～100㎜，电缆悬挂不得拉得太紧，要有一定弧度。4、井下电器设备消灭失爆。5、凡影响风机连续运转的停电，必须持有关部门签发的停电工作票。6、开工前，要对使用设备进行详细检查，操作手把、按扭灵敏可靠、通讯线路、接地保护必须完好。7、电器设备做到外观整洁、摆放整齐,一处两台以上的小型设备上架，三台以上电器要有接地，检修班必须进行防爆检查。8、因电气设备检修的停送电，必须在风流中瓦斯浓度降到1%以下进行检修、送电工作，严格执行专人停送电制度，严禁电话联系与约时送电；检修电源开关时，必须持有关部门签发的停送电工作票，并必须在所签发的停送电工作票中规定的时间内检修，如需延时，须经调度同意后，方可延时工作。9、电气设备检修一律进行断电、验电、放电工作，确认无电后方可工作。所有开关手把切断电源后均闭锁，并挂有“有人工作、严禁送电”标示牌，只有执行此项工作人员，才有权取下此牌送电。检修工作中所用的仪器、仪表，必须符合煤矿井下防爆要求，同所需检测电气设备的电压等级相匹配。10、送电时，发现检漏继电器和过流继电器动作，严禁强行送电，必须查明原因，处理后再送电。11、井下测量电气设备或电缆的绝缘电阻时，必须在风流中瓦斯浓度降到1%以下进行，因瓦斯浓度超限而切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可送电，工作面及巷内所有送电方式均为人工送电。12、井下电气设备必须有保护接地，接地网上任一保护接地点的接地电阻值不得超过2Ω。每一移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地用的电缆芯和接地连接导线的的电阻值，不得超过1Ω；接地棒外露长度不大于100㎜。13、所有电气设备的保护接地装置和局部接地装置，应与主接地极接成一个总接地网。14、井下各种开关必须按实际负荷整定电流，严禁随意增大电流整定值。15、电钳工进行动态防爆检查，必须携带便携式瓦斯报警仪，必须在风流中瓦斯浓度降到1%以下并断开上一级分路开关后进行检查。16、检修、运输设备和移动电气设备前必须检查检修位置周围环境、顶板、片帮支护情况，只有确认安全后方可进行检修。17、电气检修工必须熟悉并掌握所维护电气设备的性能、原理、操作程序、能够判断和处理电气设备的各种故障。18、电气检修工必须掌握电气灭火和触电处理方法。19、电气检修工馈电开关或起动器所带负荷发生变化时，应将过载保护和短路保护的整定值做相应调整。20、电缆必须按设计的规格使用。第六节运输安全技术措施一、抬运物料的安全技术措施1、人工抬运大件时，首先检查行走路线的支护情况、片帮情况，如有隐患必须及时排除后，确认安全后方可抬运。2、检查行走路线上的一切障碍，排除后方可抬运。3、班组长、跟班干部必须亲自检查所要抬运物料的捆绑情况，必须牢固可靠，确认无隐患、无危险，安全后方准作业。4、所有人员抬运时必须齐心协力，同肩抬放。5、需两人协作的抬运物料，必须同肩同起同放，严禁不搭好号乱扔，以免发生意外。6、如单人可抬扛的物料，班组长、上岗干部必须指派专人，确系单人无法完成，必须多人协作完成，以免发生意外。7、所抬运物料，必须确认放至指定地点，严禁在巷内乱扔，乱放；外露的轴头、花键及其它易损部件，抬运前必须用麻布捆绑保护好，轻放以免损坏丢失；电机及其它严禁浸水物料，过积水时先排水后通过。8、超长超重物料的抬运，班组长、跟班干部必须现场专人指挥，抬运人员必须精力集中，同时用力。9、其它安全技术措施按《煤矿安全规程》《操作规程》和有关文件规定执行。二、胶带输送机1、开皮带工经安全技术培训，合格后，持证上岗。2、每部皮带均安设独立的信号系统。信号不清不准开机，信号标准:一停、二开、三松车。3、开机前，检查皮带各部位是否完好，皮带接头是否牢固，是否跑偏，张紧程度是否正常，托辊运转是否灵活。4、严禁皮带倒转，严禁乘人和拉运设备及笨重物料。机器转动时，不得检修。5、机器起动困难时，严禁强行启动；如负荷突然增大，应立即停机，检查并进行处理。6、皮带大架后及机组跑道尾必须设置行人过桥。皮带必须设置“严禁趴、蹬皮带”的醒目标志。7、经常清扫机器各部位，特别保证头尾清洁整齐，不得有浮煤堆积。8、停机前必须将皮带上的煤流拉尽，工作结束后，皮带开关手把必须打到零位并闭锁。9、开皮带前要先点一下皮带，3min后再开启皮带。10、皮带铺设平、稳、直，不跑偏，上下托辊齐全，转动灵活，部件必须齐全有效，不转或坏的托辊必须及时更换，巷道每隔100ｍ安设一组防跑偏