淮北综掘掘进工作面作业规程2

乐山市管山煤矿有限责任公司掘进工作面作业规程矿别：管山煤矿施工区队：综掘一队井巷名称：8213支巷掘进工作面持用单位：2023年2月5日掘进作业规程编制通知书根据矿井生产安排，预计于2023年3月10日开始施工821支机巷，在掘进作业规程编制前，请有关单位于2023年3月5日前提交经批准的以下技术文件：一、掘进地质说明书；二、掘进施工设计；包括巷道布置平、剖面图，巷道支护设计，施工组织设计等。三、通防设计；包括局部通风、监测监控、瓦斯防治、防尘、隔爆和防灭火等。四、掘进供电设计。综掘一队根据提供的以上技术文件，务必于2023年3月15日前完成掘进作业规程的编制，并送矿会审。掘进副总工程师：年月日总工程师：年月日接受单位签字：接受单位签名日期备注地测科技术科通风区保运二区机电科掘进区审批记录主持人：编审单位签名日期备注编制单位编制人负责人会审单位技术科地测科保运区通风区运输区调度所煤质科安监处掘进副总批准矿总工程师审批意见目录前言····················································3第一章地质概况·········································4一掘进巷道地质概况···································4二煤岩层综合柱状图··································6第二章工程概况········································7一巷道布置（平面、剖面、断面图）································7二巷道概况表·······································8三巷道拨门坐标、方位································8第三章巷道施工········································9一施工方法·········································9二施工工序·········································22三施工设备·········································23四循环组织·········································23第四章一通三防········································25一局部通风·········································25二监测监控·········································26三防尘、隔爆和防自然发火·····························27第五章掘进供电········································28一供电系统图··································28二掘进供电设计·······································29第六章生产系统与经济指标······························33一系统线路与说明····································33二主要经济指标······································34第七章安全技术措施···································35一施工前准备工作····································35二拨门、贯通管理····································35三爆破与爆炸材料管理································36四顶板管理·········································39五“一通三防”管理····································47六机电、运输管理····································49七掘进防治水·······································56八其它安全技术措施··································56九矿压观测与成巷维护································57十通讯及信号系统管理································58十一避灾路线·······································58第八章其它内容·······································58一煤质管理·········································58二作业环境管理·····································58三安全确认制度······························59四施工图牌板管理···································60五区队干部安全、质量包干责任制·······················60六其它············································60前言一、掘进工程名称、预计总工程量、预计工期：工程名称：8213掘进工作面系统（联络巷、风巷、切眼及各类联巷）。预计总工程量：工作面设计总长度1398m，（其中：风巷1300m，切眼98m）。预计工期：风巷约8个月，切眼约1.0个月。二、编制目的：为了在生产过程中把好安全关，保证安全施工，实现掘进安全质量标准化；指导安全生产，实现正规循环作业；提高单进水平和经济效益。三、编制依据：1、《煤矿安全规程》、《掘进各工种操作规程及岗位责任制》、《采掘生产技术管理规定》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法》、上级有关安全工作指令、文件。2、矿总工程师下达的8213掘进工作面作业规程编制计划通知书3、职能部门提供的有关技术设计①、技术科提供的8213掘进工作面设计图②、地测科提供的8213掘进工作面地质说明书③、通风区提供的8213掘进工作面“一通三防”设计④、机电队提供的8213掘进工作面供电设计第一章地质概况一、地质概况掘进工作面地面对应位置为:武家山、雨台山之间,地面标高420m-516m。巷道以煤层直接顶为巷道顶板,以煤层底板下0.8m为巷道底板,巷道净高2.4m、净宽2.4m。1、巷道顶板岩性巷道顶板为泥质粉砂岩及中粒砂岩,厚道0.8m-1.2m,其上覆泥质页岩厚3-5m。2、煤层及夹矸煤层为二～三层结构，平均煤厚0.45米，采高0.8米；上分层厚0.00～0.15米，平均0.10米，为黑色条纹条带亮为夹暗煤。中层煤厚0.10～0.31米，平均0.15米；为条纹条带状暗煤夹壳煤。下分层：0.17～0.29米，平均0.20米，为黑色条纹条带状亮煤夹暗煤；上夹矸平均0.10米，下夹层0.06～0.20米，平均0.12米。为深灰色薄层状炭质粘土岩。3、巷道底板岩性巷道底板为深灰色薄层状粘土岩,厚3-5m,其下覆细粒砂岩,厚1.2-1.6m。二、煤岩层综合柱状图第二章工程概况一、巷道布置平、剖面图A---A剖面二、巷道概况表序号巷道名称巷道功能施工层位设计工程量(m)预计工期（月）预计服务年限(年)1联络巷进风、进料按中线跟K8煤顶板施工3512风巷回风、进料按中线跟K8煤顶板施工126573切眼回风、回采按中线跟K8煤顶板施工981.0施工顺序：三、巷道拨门坐标、方位巷道名称坐标方位说明XYZα机巷446.13833.62-215.2N2200按中线跟K8煤顶板施工风巷479.40741.01-204.3N2200按中线跟K8煤顶板施工切眼957.03300.50-177.8N1420按中线跟K8煤顶板施工第三章巷道施工一、施工方法㈠破煤(岩)方式：当掘进机不能截割或不能经济截割时采用炮掘炮眼布置三视图(1：50)机巷(架棚)类别眼号眼深(ｍ)角度（0）每眼装药量(kg)使用雷管(发)封泥长度(m)联线方式起爆顺序消耗量水平垂直掏槽眼1～31.678900.453最外端0.5m用炮泥，炮泥与炸药间炮眼用水炮泥串联Ⅰ炸药种类：PT743水胶循环消耗量：8.95Kg消耗定额：6.4Kg/m雷管种类：ms循环消耗量：30发消耗定额：21.4发/ｍ辅助眼4～111.490900.308Ⅱ帮眼12～171.478900.206Ⅲ顶眼18～231.490800.206Ⅳ底眼24～301.490980.407Ⅴ炮眼布置三视图(1：50)机巷（锚杆）类别眼号眼深(ｍ)角度（0）每眼装药量(kg)使用雷管(发)封泥长度(m)联线方式起爆顺序消耗量水平垂直掏槽眼1～32.076760.453最外端0.5m用炮泥，炮泥与炸药间炮眼用水炮泥串联Ⅰ炸药种类：PT473水胶炸药循环消耗量：7.20Kg消耗定额：4.0Kg/m雷管种类：毫秒循环消耗量：21发消耗定额：11.7发/ｍ辅助眼4～61.890900.453Ⅱ帮眼7～121.890900.206Ⅲ顶眼13～171.890810.305Ⅳ底眼18～211.890990.454Ⅴ机掘截割掘进机型号及截割方式EBZ160型掘进机先割底部再割中间后刷两帮开窝位置拨门已施工64米巷道一次截割深度0.6米切割路线示意图机掘截割掘进机型号及截割方式EBZ160型掘进机先割底部再割中间后割两帮开窝位置拨门已施工64米巷道一次截割深度0.6米切割路线示意图2、质量要求：炮掘：⑴、放炮后顶板无明显炮震裂隙。⑵、爆破后的巷道断面基本符合设计掘进断面的要求。⑶、无超挖，欠挖部分采用手镐刷至设计尺寸;（锚杆支护）机巷两帮预留不少于500mm的手工刷大部分。机掘：⑴、严禁出现随意挑、破顶板现象；⑵、巷道刷帮严禁出现超挖。3、保证措施：炮掘：⑴、打眼前要看中线，按中线定眼位。⑵、严格按爆破图表打眼，并准确掌握打眼深度、角度以及眼距。⑶、必须一次打眼，一次装药，一次全部起爆。严禁一次装药分次放炮。⑷、放炮员必须严格按爆破图表装药、放炮。⑸、地质条件发生变化时可适当调整爆破参数，确保较好的爆破效果。⑹、认真执行“清底交窑”制度。机掘：⑴、严格遵守机器的一般截割顺序，即：先软后硬，由下而上。首先，在断面的左下角钻进开切①，当达到预定的进给速度后，沿底板横掏槽②开出一个下方自由面，接着上排一定步距③，横扫切割第一条带④，重复③、④自下而上一条带一条带地切割，直到巷道顶部，最后扫掉护顶煤⑤，刷帮⑥，清底⑦，完成一个截割循环。⑵、割煤前，先看中线，确定施工方向，调整掘进机在适当的位置进行作业。⑶、司机根据煤（岩）体的硬度严格控制好掘进机的钻进速度；⑷、严格按正规截割循环图的要求，截割施工，把握好循环进度。⑸、原则上不预留人工刷大成型煤体，掘进机刷帮不到之处,作业人员用风手镐刷大符合设计断面。㈡巷道支护：1、超前支护1）锚杆支护⑴、支护形式：金属前探梁⑵、支护材料：前探梁：前探梁长度4m，数量：机巷4根，采用6＃槽钢口对口焊接而成。固定卡子：前探梁采用专用卡子，每根前探梁使用3个卡子。护顶背板：机巷：长1500mm、6块，超前护帮板：长1600mm、宽200mm、厚50mm，共6块。⑶、支护参数：前探梁间距1m，固定点间距1～2排距。前探梁端头距迎头煤壁不大于设计排距。⑷、质量要求：①、端头距固定点余出不少于100mm。固定卡子与前探梁要用木楔楔紧，木楔沿巷道下坡方向打劲,防止探梁滑动。②、每次放炮或割煤后，先前窜前探梁，过护顶背板，打木楔与顶板接劲。⑸保证措施：①、锚杆支护时，每次割过煤或放炮后，首先将前探梁逐根窜到迎头，必须由丰富生产经验的职工站在永久支护下，用长钎子找净迎头帮顶活矸危岩，及时过护顶背板、打木楔与顶接劲。②、探梁未窜至迎头、固定卡子不够、未接实顶板、距迎头距离超过规定均视为未正常使用前探梁。对不使用前探梁或不及时使用前探梁的班组，当班班长及迎头工按“三违”处理或扣除安全系数分以处罚。⑹、支护平、剖、断面图机巷（1：100）锚杆支护2）架棚支护⑴、支护形式：金属前探梁⑵、支护材料：前探梁：前探梁长度4m，数量：机巷为3根，采用6＃槽钢口对口焊接而成。固定卡子：前探梁采用专用固定卡子，每根前探梁使用不少于3个固定卡子。⑶、支护参数：前探梁间距1.0m，固定点间距1～2棚距，前探梁距迎头不超过0.2m。⑷、质量要求：①、端头距固定点余出距离不少于100mm。固定卡子和探梁要用木楔楔紧，木楔沿巷道下坡方向打劲,防止探梁滑动。②、架棚时，每次放炮或割煤后，首先预放棚梁、过板皮接实顶板，并用木楔打劲，过顶板皮间距不大于200mm；⑸、保证措施：①、架棚支护时，每次割过煤或放炮后，首先将前探梁逐根挪至迎头，并按要求固定牢靠,然后敲帮问顶、找净活矸危岩，而后将棚梁预放在前探梁上，并用半圆木、板皮与顶板接劲。②、探梁未全部挪至迎头、固定卡子不够、未接实顶板、距迎头距离超过规定均视为未正常使用前探梁。对不使用前探梁或不及时使用前探梁的班组，当班班长及迎头工按“三违”处理或扣除安全系数分以处罚。⑹、支护平、剖、断面图机巷（1：100）架棚支护2、永久支护（机巷）⑴、支护形式：锚杆支护⑵、支护材料：①、顶板：“M”型的钢带L3400mm、金属网L1800mm×2、左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆M22×L2200mm；锚索L6400Φ15.24mm。②、巷帮：梯子梁L2400mm，左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆M18×L1800mm和注塑网L1500。⑶、支护参数：巷道名称断面形状顶板类别煤层类别净高净宽顶锚杆株距排距锚杆规格锚固长度排列形状锚杆材料铺网规格锚固剂型号25612机巷矩形ⅡⅠ240036001000900L2200M221040一字形高强左旋螺纹钢4000CK2550帮锚杆钢带型号初锚力锚固力株距排距锚杆规格锚固长度排列形状锚杆材料铺网规格锚固剂型号初锚力锚固力25612机巷30080700900L1800M18700一字形高强左旋螺纹钢矩形CK255020060说明：长度单位为mm,初锚力单位为N.m，锚固力单位为KN。⑷、质量要求：①、机巷净宽为3600mm,中线偏差不超过0～＋200mm；②、机巷净高为2400mm，偏差不超过-50mm～+250mm；③、机巷顶板株排距分别为1000mm×900mm；④、巷帮株排距均为700mm×900mm，支护网搭茬不小于200mm。⑸、保证措施：①、每班施工前跟班人员、小班验收员必须对激光指向仪进行校核，确保准确无误。其它人员未经上述人员同意不得擅自触动激光指向仪；激光指向仪的移动应设专人管理，移挪应及时。②、严格执行验收制度，提高小班自检，区队日检质量，树立“初锚力第一”的思想。③、建立工程质量不合格品的“没收”制度。④、建立验收员及时汇报当班迎头顶板岩性状况制度。⑤、建立区队跟班人员、验收员验收上班工程质量和对本班工程质量实施监督的制度。⑹、支护平、剖、断面图机巷（1：100）⑴、支护形式：架棚支护⑵、支护材料：机巷：矿用11#工字钢，梁子L3600mm、腿子L2600mm；半圆木L1600mm、背板L900mm、笆片1200mm×800mm和木楔。⑶、支护参数：巷道名称断面形状围岩类别煤层类别净高净宽支架护顶（帮）材料棚距扎角材料规格间距25612机巷梯形ⅡⅡ2300上3300下430070080板皮900200说明：长度单位为mm,角度单位为度⑷、质量要求：①、机巷上宽为3300mm，下扎为4300mm，中线偏差不超过-30～+50mm。②、机巷净高为2300mm，偏差不超过-30～+50mm。③、帮顶腰严背实，背板横平竖直，每棚不少于4块定位木楔。④、水平巷道支架前倾后仰不大于±1°，倾斜巷道每6°～8°向上山方向迎山1°，偏差不超过+1°，严禁退山。⑤、梁水平偏差≤40mm，梁扭矩偏差≤80mm。⑥、棚、梁接口离合、错位＜5mm。⑦、柱窝深度不小于250mm。⑸、保证措施：①、梯形棚支护材料由矿统一加工，经验收合格后方准入井使用。②、梯形棚帮顶必须刹紧背严，腰帮过顶板皮间距应不大于200mm。③、架棚前，先看中线，标定在棚梁的位置，调整棚梁符合中线数据要求，方可栽腿子，进行永久支护。④、验收员必须配备必要的钢卷尺、皮尺等量具。⑹、支护平、剖、断面图机巷（1：100）3、补强支护⑴、补强支护及其支护形式的确定原则：当锚杆支护巷道帮顶变形量超过规定或顶板离层指示仪读数超过警戒值时，必须采取补强支护措施。选择适当的补强支护方式。当顶板下沉、支护变形明显，采用套棚方式进行加固当架棚支护巷道顶梁、腿子弯曲，变形严重时，必须采用套棚方式进行加固。⑵、质量要求：①、采用套棚方式进行加固时，帮顶用木料腰严接实，木楔打劲，板皮间距不大于200mm，棚距为0.7m，套设的棚子架于两老棚之间。严格按中线套新棚，帮顶必须腰严背实，支架正规有劲，严禁架设等劲棚。②、所套的支架必须与原支护相适应。③、增设补强支护后的巷道断面必须满足通风、运输和行人的有关要求。⑶、保证措施：①、补强支护的实施由掘进队副工长及验收员负责，发现问题要及时汇报采取措施进行加固。②、补强支护必须经验收合格后，方可继续向前掘进，确保巷道施工安全进行。③、锚杆支护时补强支护必须自完好地段起压茬不小于5m。④、施工过程中,分管副工长对后路巷道的支护要经常观察,发现变形严重的地段及时汇报并处理,确保巷道后路的安全畅通。㈢、装载运输：机巷：一部型号SPG-800型吊挂带式输送机。矸石运输，用1吨矿车运送经区段联巷送至采区石门、大巷经副井打到地面；煤用运输设备送至区段小眼经Ⅱ6下部皮带机输送、经采区煤眼装车运二水平翻罐笼经主井到地面；采用1吨矿车装小料，铁料及半圆木由专用叉车运输；JD11.4（11.4KW）小绞车牵引运至料场或迎头。㈣、临时轨道铺设1、规格型号：机巷：L＝4m、15kg／m的钢轨。轨枕规格：长×宽×厚＝1.2m×0.12m×0.12m的方木。轨枕间距：机巷为1.0m。2、质量要求：⑴、机巷轨道铺设在巷道下侧，轨道铺设与巷道坡度一致，严禁大小道混用。道岔接头间隙≯10mm，内外错≯5mm，夹板螺丝齐全有效，轨距600mm，误差≯-5～＋10mm。直线段要直，弯曲段要圆滑，内轨要低于外轨。⑵、抬弯道及罗锅道按规定拿好，坡度应与巷道坡度一致，直道成线，弯道圆滑，无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象。⑶、人行道一侧道木端头要成直线，轨道接头处必须有道木。⑷、轨道和道夹板必须匹配，不得乱用。3、保证措施：⑴、严格按中线铺轨，轨道铺设质量不合格的不验收。⑵、严格区队自检，运管办抽检制度，发现不合格轨道及时整改。=2\*CHINESENUM3二、施工工序（一）支护工艺流程：架棚支护：安全确认→加固迎头10m范围内的支架→打眼、装药、放炮（割、装、运煤）→敲帮问顶清理帮顶活矸危岩→前移探梁→预放钢梁(用板皮与顶接劲)→标定中线、腰线等使之达到质量标准要求→出煤→插超前护帮板→挖柱窝、栽腿子→架设棚子→腰帮、打木楔。锚杆支护：安全确认→打眼前准备→打眼、装药、放炮（割、装、运煤）→洒水灭尘、敲帮问顶清理帮顶活矸危岩、超前支护→出煤→打顶锚杆→刷帮打帮锚杆。顶锚杆支护顺序：找顶→联吊金属网→超前临时支护→看中线定眼位→钻眼、冲刷眼孔→安装锚杆、铺网、上钢带→固化30s→钻机紧固螺母→二次紧固帮锚杆支护顺序：巷帮刷大或找平→钻孔→扫孔→放树脂药卷、装锚杆→搅拌、固化30S→铺网、上梯子梁、盖板→紧固螺母→二次紧固锚索：钻孔→扫孔→装树脂、钢绞线、搅拌→（固化1小时后）安装托盘及锁具→预紧拉力（二）机掘工艺流程：试车→掘进机割、装、运煤→掘进机退出迎头→超前支护→永久支护→运料、清理浮煤三、施工设备施工地点设备名称型号使用量备用量单位合计25612机巷煤电钻MSZ-1222台4绞车JD-11.4若干若干台若干局扇2KBJ-N0：6.0/2×1511台2水泵2K-6若干若干台若干掘进机EBZ-1601台1皮带机SPJ-8001台1四、循环组织1、工作制度：施工条件特殊性，生产技术水平不高，施工工艺复杂，劳动强度大和人员和设备配备等因素的制约，采用“三·八”制，实行现场交接班。2、循环方式：小班多循环。机巷锚杆支护时每循环进度1.8米，正规循环率69.4%；机巷架棚支护时每循环进度1.4米，正规循环率89.3%3、劳动组织工种劳动定额出勤人数大班第一班第二班第三班第四班迎头工23777掘进机司机4111清理钉道76运输工13444验收员4111放眼工4111运料工33（班长）（9）（3）（3）（3）（工）队长3111合计619151515在册人数65备注含工长第四章一通三防一、局部通风通风参数S-掘进巷道断面(m2)D-风筒直径(mm)L－最远通风距离(m)A－最多同时起爆药量(kg)N－工作面同时工作最多人数-瓦斯绝对涌出量(m3/min)-瓦斯涌出不均衡系数Vmin-最低允许风速(m/s)Vmax-最高允许风速(m/s)10.256009248.95200．71.50.254.0需风量计算1、按工作面最多同时工作人数Q＝4×N＝4×20＝80(m3/min)Q—工作面所需风量(m3/min)N—同时工作最多的人数4--每人每分钟供风标准(m3/min)2、按最多同时起爆药量Q＝25×A＝25×8.95＝223.75(m3/min)Q--工作面所需风量(m3/min)A－最多同时起爆药量(kg)25-每分钟稀释1㎏药量所需的风量(m3/min.㎏)3、按瓦斯涌出量Q＝＝[（100×0.7）/（1－0）]×1.5＝105(m3/min)Cp-掘进巷道回风流中瓦斯允许浓度，按体积计算，一般取1%；Ci-掘进巷道进风流中瓦斯浓度（%）；Qm-掘进巷道绝对瓦斯涌出量(m3/min)；Km－瓦斯涌出不均衡系数，一般可取1.5~2.0。4、按最低、最高允许风速验算Vmin×S＜Q＜Vmax×S0.25×10.25×60<Q<4×10.25×60153.75m3/min＜Q＜2460m3/minS-掘进巷道净断面(m2)Vmin-允许最低风速(m/s)；Vmax-允许最高风速(m/s)。5、根据以上计算及有关配风规定，确定掘进工作面的需风量为Qh＝223.75m3/min局部通风机的选择1、局部通风机风量的确定Qa＝Qh/（1-L×Le100/100）＝223.75/(1-924×2.0%/100)＝274.5m3/minQa-局部通风机工作风量(m3/min)；Qh－掘进工作面的需风量(m3/min)；L-风筒全长（m）；Le100-风筒百米漏风率(%)，取2.0%2、通风阻力计算R＝R100×L/100＝20×924/100＝184.8(Pa)R-风筒风阻（N.s2/m8）；R100－百米风阻（N.s2/m8）；L-风筒全长（m）3、局部通风机风压的确定Ht＝RQaQh+hv＝184.8×223.75/60×274.5/60＋1.25×112/2＝3228.9(Pa)Ht-局部通风机全压(Pa)；R-风筒风阻（N.s2/m8）；Qa-局部通风机工作风量(m3/min);Qh－掘进工作面的需风量(m3/min)；hv-风筒出口动压(Pa);h=ρv2/2,ρ-空气密度(kg/m3),v-风筒出口风速(m/s)根据以上计算，确定局部通风机的型号为2BJK—6.0/30局部通风机参数供风量(m3/min)全风压(pa)功率(kw)30045002×15备用局部通风机型号供风量(m3/min)全风压(pa)功率(kw)2BJK—6.0/3030045002×15局部通风机安设示意图二、监测监控设备名称瓦斯探头局扇开停感器馈电传感器断电器设备型号KG9701KTC-90KD-1KDD-1数量2111安设示意图说明控制范围:25612机巷断电范围:T1---25612机巷掘进巷道内全部非本质安全型电气设备T2---25612机巷掘进巷道内全部非本质安全型电气设备报警浓度:T1---≥1.0%T2---≥1.0%断电浓度:T1---≥1.5%T2---≥1.0%复电浓度:T1---＜1.0%T2---＜1.0%三、防尘、隔爆和防自然发火防尘、隔爆设备及安装要求防尘设施：安装直径2英寸防尘水管，掘进巷道内每隔50m设一个三通阀门；掘进巷道内在规定位置安设风流净化水幕。隔爆设施：隔爆水棚应安设隔爆水袋（40L）52个，水棚排间距1.2m～3.0m，棚区长度不小于20m；首排水棚距工作面的距离，必须保持在60～200m范围内；水棚应设置在巷道的直线段内。自然发火监测预报与要求不自然发火自然发火防治措施无第五章掘进供电掘进供电基本要求1、掘进工作面的局部通风机应采用“三专”(专用变压器.专用开关.专用线路),“两闭锁”即做到风电闭锁,瓦斯电闭锁。供电线路敷设在巷帮的电缆钩槽内,并设置在风筒的另一侧,整定电流的校验应满足供电要求.2、电器设备必须有漏电、过载、短路保护等.二、供电系统图三、负荷统计：设备名称电压（V）功率（KW）电流（A）台数皮带机66075861综掘机1140160＋7596＋451刮板机66055×263×21注水泵6605.561局扇66015×217.3×22绞车66011.413.77四、电缆选择：根据机械强度选择电缆为：需要电缆MYP-3×70mm2＋1×25mm2—750MMY-3×70＋1×25—750M25mm2-150M16mm2—400M按电缆允许长时工作电流来校验（其中KX和cosθ取0.7）Ig=KX∑Pe×103/√3UecosθψpJ=0.7×（160＋75）×103/1140×0.7≈119A＜215A2、根据电压允许损失校验电缆截面⊿Ug=E20-0.93Ue=1200-0.93×1140=140V⑴变压器内部压降⊿Ub查需用系数及平均功率因数表知cosψ=0.7,由cosψ=0.7计算得sinψ=0.71;由KBSG-500-1.2矿用变压器技术特征表得:阻抗电压Ud=4.5%,短路损耗（⊿P）=3550W;再根据公式UX=√U2d-U2r;Ur=⊿P/10s（%）UX为变压器阻抗抗压降百分比;UR为变压器绕组电阻压降百分比S为变压器额定容量计算得UX=√4.52-0.712=4.44%;UR=3550/10×500=0.71%因为β=75＋160/500=0.47故⊿Ub=0.47×（UXcosψ＋URsinψ）×1200%=0.47×（0.71×0.7＋4.44×0.71）1200%=20.58V（2）、网路压降⊿U=3IgLcosψ/rs=3×141×715×0.81/53×70≈66V（3）、总压降∑⊿Ub＋⊿U=20.58V＋66V=86.58＜140V∴所选电缆合格。四、变压器的校验：Sbj=Kx∑Pe/cosψpj=0.7×235/0.7=235KVA,其中：Pe=160＋75=235KW，Kx，cosψpj查表分别取0.7，0.7∴选用KBSGZY-500/6-1.2移变合格；因660V一路总功率为226.1＜315∴选用KBSG-315/6合格。五、开关整定校验：1、主局扇一路26#BKD6-200馈电开关：过载整定:Ie=17.3×2=34.6A,IZ取60A，短路整定：IZ≥IQθ＋∑Ie=17.6×6＋17.3=121.1A,n=IZ/Ie=121.1/200=0.605n取1Id（2）/IZ=1278/200=6.39＞1.5∴合格KBZ-200馈电开关：过载整定：IZ=17.3×2=34.6A,IZ取60A短路整定：IZ≥IQθ＋∑Ie=17.6×6＋17.3=121.1A，取IZ=200A校验：经查表：LH=473.8MId（2）=1278A2、高压一路：根据公式：n≥IQe＋KX∑Ie/KbIg=[（96×7＋45＋6.6）/5＋（86＋63＋13.7×2）/8.7]/150=1.099n取1.6，Id（2）=U/2X=6000/2×[0.789＋（5.074＋0.5）×0.08]=2429.3A[其中X=X1＋XLX1为Ⅱ6中变母线短路阻抗为0.789Ω;XL=（5.074＋0.5）×0.08]校验：Id（2）/KbIZ=2429.3/1.6×150=10.1＞1.5∴合格3、综掘机一路：BKD-400馈电开关过载整定：Ie=96＋45＋6.6=147.6AIZ取150ALH=700×0.73=511M查表Id（2）=1364A短路整定：IZ≥IQθ＋∑Ie=96×6＋45＋6.6=627.6A，n=IZ/Ie=627.6/150=4.184n取5。校验：LH=568.85M查表Id（2）=1868AId（2）/IZ=1868/150×5=2.49＞1.5，∴合格。4、皮带机一路：BKD-400馈电开关过载整定：Ie=86AIZ取90A；短路整定：IZ≥IQθ＋∑Ie=86×6=516An=IZ/Ie=516/90=5.73n取6校验：LH=13.14M查表Id（2）=5368AId（2）/IZ=5368/90×6=9.94＞1.5，∴合格。5、迎头一路：BKD-400馈电开关过载整定：Ie=13.7×3＋63＋63=167.1AIZ取180A；短路整定：IZ≥IQθ＋∑Ie=63×6＋13.7＋13.7＋63=468.4An=IZ/Ie=468.4/180=2.6n取3校验：LH=547.5M查表Id（2）=1224AId（2）/IZ=1224/180×3=2.27＞1.5，∴合格。6、总开关一路：BKD-400馈电开关过载整定：Ie=13.7×4＋63＋86=203.8AIZ取250A；短路整定：IZ≥IQθ＋∑Ie=86×6＋13.7＋13.7＋63=606.4An=IZ/Ie=606.4/250=2.42n取3校验：LH=547.5M查表Id（2）=1224AId（2）/IZ=1224/250×3=1.632＞1.2，∴合格。7、照明一路的保护及校验：按巷道设计工程量需要4mm2630米，日光灯按20米一个计算需31盏，ZXZ8-4照明综保一台放在一部皮带机头位置，注：（按500米计算）。根据公式Ig=∑Pe/√3Ue×cosψpj=500/1.732×127×0.8=2.8A,整定Ie=Ir=3A校验：LH=500M查表Id（2）=20AId（2）/Ir=20/3=6.6＞4∴合格。第六章生产系统与经济指标系统线路与说明系统名称线路通防系统进风二水平西大巷→25611石门→25612联络上山→25612机联巷→25612机巷回风25612机巷：迎头→25612联巷→25612回风联络上山→Ⅱ6皮带机联巷→Ⅱ6下部皮带机上山→Ⅱ6采区总回风道→西风井→地面监测监控二水平西大巷→25611石门→25612联络上山→→25612机联巷→25612机巷防尘供水二水平西大巷→25611石门→25612联络上山→25612机联巷→25612机巷动力供应系统供电Ⅱ6下部变电所→25611石门→25612联络上山→25612机联巷→25612机巷压风二水平西大巷→25611石门→25612联络上山→25612机联巷→25612机巷运输系统出煤25612机巷→25612小眼→Ⅱ6下部皮带机上山→Ⅱ6采区煤眼排矸25612机巷→25612机联巷→25612联络上山→25611石门→二水平西大巷→新付井→地面运料二水平西大巷→25611石门→25612联络上山→25612机联巷→25612机巷其它系统排水25612机巷→25612机联巷→25612联络上山→25611石门→二水平西大巷→二水平水仓通讯二水平西大巷→25611石门→25612联络上山→25612机联巷→25612机巷二、主要经济指标1、支护材料消耗表称名料材量消称名道巷称名料材量消称名道巷机巷称料材量消称名道巷称料材量消称名道巷机巷循环消耗量每m消耗量循环消耗量每m消耗量锚杆（根）2011.1工字钢（m）17.612.57梯子梁（根）63.3背板（块）2417.1树脂（只）2011.1塘柴棍(根)3222.9注塑网（ｍ2）7.924.4笆片（片）85.7道木（块）1.81轨道（m）3.622、主要经济指标项目单位数量说明定员在册人数人65出勤人数人54出勤率%83循环要求循环进度ｍ1.8（1.4）月循环次数个240每月按30天计循环率%69.4（89.3）进度要求班进度ｍ5.4（4.2）日进度ｍ14.4（11.2）月进度ｍ300每月按30天计出煤矸量循环ｍ314.4（15.6）平均每班ｍ343.05（46.7）平均效率ｍ/工0.156第七章安全技术措施施工前准备工作1、通风区接风、水拔哨，机二队安装掘进机、皮带机等机电设备。2、地测科提前做好给出巷道中线的准备工作。3、施工单位提前做好系统线路清理、轨道和安全设施修整、恢复等准备工作。4、开工前必须将支护材料、备用料运至距施工巷道内码放整齐，以备使用。二、拨门、贯通管理=1\*Arabic1、根据矿的生产安排及安装掘进机的需要，先行掘十一队已掘出64m机巷，故机巷向里施工不需拨门。2、其他巷道开窝拨门前，应对拨门点两旁的巷道予以检查维修、加固。拨门时必须有掘进队干部跟班现场指挥施工。3、开窝三岔门施工：=1\*GB2⑴、当巷道三岔门处采用锚杆支护，先行敲帮问顶，清除破碎矸石及时补打锚杆。=2\*GB2⑵、因巷道围岩不稳定或跨度较大采用锚索加固，锚索间距为2.7m，三角形布置。=3\*GB2⑶、三叉门开窝5m范围内的锚杆布置密度视现场实际情况适当调整加大。=4\*GB2⑷、巷道拨门前，应对拨门点两侧的巷道予以检查维修、加固。后路所有轨道要调直，轨平面到巷道顶板不够设计高度的要将其卧至设计高度。将轨道调直后人行道宽度要保持不小于700mm。4、加强超前支护的管理，金属前探梁必须切实、正规使用，严禁空顶作业。（二）、贯通1、测量必须及时下达贯通通知书，施工单位技术负责人按贯通通知书要求编制贯通技术安全措施。2、贯通期间，作业人员要严格按贯通安全技术措施施工。三、爆破与爆炸材料管理㈠、爆破：1、爆破工作必须由持有合格证的专职爆破工担任，并严格按爆破说明书爆破，爆破工必须携带便携式瓦斯警报仪。2、爆破必须使用取得产品许可证的煤矿许用电雷管。最后一段的延期时间不超过130ms。3、掘进工作面爆破作业必须采取全断面一次起爆。特殊情况措施另补。4、爆破母线长度不得低于120m。放炮警戒距离全岩、半岩时不得少于120m，全煤时不得少于110m。5、爆破前，班长和爆破工必须做好爆破准备工作，班长必须亲自布置专人，在能进入爆破地点所有的通路上担任警戒工作，警戒人及其它所有人员必须在警戒线以外有掩护的安全地点，警戒线处应设置警戒牌或拉绳，警戒线内不得有人员存在。6、爆破工必须在有掩体的安全地点爆破，班长接到警戒牌后必须清点人数，确保警戒线以内无人后，方准传交爆破命令牌，爆破工接到测气员放炮牌后，必须先发出爆破警号（三次），并至少再等5s后，方可起爆。7、在装药爆破过程中，班组长、爆破工、瓦检员都要在现场，班长负责对照本规程中有关爆破的各条规定作现场检查，爆破工要依照说明书进行装药、爆破。班组长，爆破工瓦斯检查工必须在现场执行“一炮三检”和“三人连锁”爆破制度；认真执行“清底交窑制度”，当班煤矸出净；认真执行验炮制度，验炮工作由爆破工参加，班长负责。8、从成束的电雷管抽取单个雷管时，不得用手拉脚线硬拽管体，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出，抽出的电雷管必须将其脚线扭结成短路。9、装药和爆破前，爆破工必须认真检查爆破地点的瓦斯浓度和支护等情况，发现有下列情况之一者，严禁装药爆破。⑴爆破地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1％。⑵迎头风量不足。⑶迎头顶板管理不到位，空顶距超过规定。⑷在爆破地点20m以内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。⑸炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤岩松散，透老空等情况。⑹炮眼质量不符合要求，炮眼无封泥，封泥不足或不实。10、炮眼封泥应用水炮泥，剩余的炮眼部分，应用粘土炮泥，严禁使用煤粉，块状材料或其它可燃性材料作封泥，炮眼封泥量必须符合爆破说明书的规定。11、装药使用的工具材质以及装药操作过程中，必须严格执行《煤矿安全规程》第327、328条的规定。12、爆破母线，连接线和电雷管脚线必须相互扭结并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳等导电体相接触，且必须符合《煤矿安全规程》第334条的要求。13、装药的炮眼必须当班爆破完毕。特殊情况下，当班留下尚未爆破的装药炮眼时，当班爆破工必须向下一班爆破工在现场交接清楚。14、爆破后，等15min，待工作面的炮烟吹散后，爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、支护、拒爆、残爆等情况。发现问题，及时处理。15、通电以后拒爆时，必须严格按照《煤矿安全规程》第341条的规定处理。16、处理拒爆、残爆时，必须在班组长的指导下进行，并应在当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须同下班爆破工在现场交接清楚，并严按《煤矿安全规程》第342条规定执行。17、爆破必须使用发爆器，发爆器的把手必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。爆破后，必须立即将把手拔出，摘掉母线并扭结成短路。18、发爆器由通风区统一编号管理，爆破工凭证领取，上井后及时交还通风区，定期对发爆器的各项性能参数进行校验，并进行防爆检查，不符合要求的一律不准下井使用。㈡、爆炸材料管理1、爆破使用水胶炸药和煤矿许用毫秒电雷管。2、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔乱放，爆炸材料箱必须存放在距工作面120m外顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。3、雷管进行编号管理，在发给爆破工前（包括清退入库的电雷管），必须逐个作安全电阻检查，并将脚线扭结成短路，炸药雷管的领取要有爆破工签字，没有使用完的雷管及时交回炸药库，炸药库管理人员要做好火工品的发放记录。掘进工作面炸药箱内不准存放超过一个小班使用的炸药数量。四、顶板管理㈠、一般规定1、严格执行敲帮问顶制度。开工前，班长带领全班职工进行安全确认，对工作面的安全情况进行一次全面检查，确认无危险后，方可在各自的岗位上作业，并在其后的作业中都要进行敲帮问顶，敲帮问顶时作业人员必须站在支护完好的安全地点。处理浮矸危险时，必须设置专门的临时支护并要有人监护。㈡、超前支护和永久支护1、超前支护⑴、使用金属前探梁，其规定如下：①、在拐弯或变坡点处或拔门等巷道长度不足4m或不适宜使用前探梁时，应采用带帽点柱进行超前支护。带帽点柱（点柱为长2500mm的内注式单体，帽规格为L≮1000mm、ф≮100mm的规格板）共一排两根，距永久支护端头600mm，点柱要设置在实底上，未至实底时，必须穿鞋，鞋规格为长×宽×厚=300mm×300mm×50mm的规格板；正常施工时使用4m长度的前探梁。②、机巷前探梁采用4根，并等距离布置。每根探梁用三个卡子进行固定，每两个相邻卡子间隔1～2（排）棚，探梁端头距煤壁不大于0.2m，梁端距固定点要有不少于0.1m的富余。③、放炮或割煤后探梁要及时前挪，站在永久支护下找净活矸，探梁用卡子卡死。使前探梁、固定卡子、永久支护刹实刹紧，联成一体。④、架棚支护时，由老工人站在永久支护下及时找净迎头帮顶活矸危岩，将棚梁人工放置到前探梁上，用背板过顶接劲。用铁棚撑将其与老棚撑住，控制好棚距，并在棚梁与前探梁间加垫背板或木楔，校核调整新架设棚梁的中线、坡度、调斜、棚梁水平等，使其达到质量标准要求。然后打木楔，将新架棚梁与顶板接实刹紧。⑤、待永久支护完毕，必须将探梁逐根窜到迎头煤壁。⑥、锚杆支护时，前探梁前挪后，由老工人站在永久支护下及时找净迎头帮顶活矸危岩，安设护顶背板，打木楔与顶接劲。⑦、锚杆支护时，锚杆支护到迎头或迎头空顶距不大于排距前探梁可以不窜到迎头。⑵、（架棚）超前护帮板：①、每帮不少于三块，护帮板要自梁窝开始向下均匀摆放，间距700mm，并用木楔楔紧，使其与两帮煤体接劲。②、护帮板规格:长×宽×厚=1600mm×150mm×50mm的优质木板。③、超前护帮板末端插入迎头2棚，并用木楔楔紧，余出部分未与煤帮接实时，必须加板皮与煤帮接实，每次架好一棚后，必须将超前护帮板向前移1棚距离，以保证挖柱窝时施工人员的安全。2、永久支护A、架棚支护⑴、出净煤（矸）后找净帮部活矸危岩，量好柱窝位置，挖柱窝。柱窝必须挖到实底，若柱窝超深应穿鞋（鞋规格为长×宽×厚＝300mm×300mm×50mm）。⑵、柱窝挖好后，将棚腿栽入柱窝，专人扶腿，并检查并调整棚腿的迎退山、扎角、与棚梁牙口的错位离合等使之达到质量标准化要求。⑶、其后用背板将棚腿与煤（岩）壁背好，用木楔刹实。⑷、去掉前探梁与新棚梁间的垫板或木楔，使棚梁落在棚腿上。⑸、全面检查安全质量，加固、打紧木楔，打直棚撑，使其布置成线。⑹、每次爆破前、后必须对抬棚及迎头10m范围内的支架进行认真加固，打紧棚撑和木楔，以防爆破崩倒、崩坏支架。放炮后及施工过程中，要经常检查工作范围内的巷道支护，如发现支护不牢或损坏，必须立即进行处理。⑺、放炮倒棚时，必须坚持由外向里的原则在前探梁的掩护下逐棚进行修复，人员不得进入未扶棚地段。⑻、迎头20棚必须使用金属棚撑，后路使用永久木棚撑，金属棚撑及永久木棚撑每棚每帮不少于1个。所有棚撑要与巷道轴向一致且布置成线。⑼、帮、顶必须背严接实，每棚要用不少于4块定位木楔（顶两块肩窝两块），木楔必须打上劲。腰帮背顶板皮、笆片设置要横平竖直。⑽、严格执行一次成巷的作业方式，永久支护紧跟迎头，消灭临时棚和等劲棚。严禁反复改棚和前掘后改。⑾、严格工程质量验收制度，凡不合格的工程必须停头整改，经验收合格后方可继续施工。⑿、必须按技术要求和支护设计进行巷道支护。当地质条件，巷道围岩发生变化，需要改变支护时，必须审批补充安全技术措施，经批准后方可按措施执行，任何人不得随意改变支护方式。⒀、掘进工作面后路必须保持通风、运输畅通和行人安全。后路要经常维护，安全设施要齐全有效，安全警示要醒目。后路每个交岔点都必须设有路标，指示安全出口的方向。B、锚杆支护⑴、锚杆眼要按线布置顶锚杆要跟中线，帮锚杆平行顶板，打眼前必须按支护图表的规定看线、定点、量尺、画眼位。⑵、锚杆眼的方向，在岩石层理不明显时，可与巷道轮廓线垂直，眼孔偏斜不大于150。顶板岩石呈层状时，顶板中间锚杆眼应与岩石层理正交，肩窝处锚杆眼应与层面不小于750布置。⑶、锚杆眼孔深、孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配，打眼时应在钎子上做好标记，顶锚杆孔深2.15m、孔径为直径28mm配L2.2mM22高强螺纹钢锚杆和直径25mm树脂卷；两帮采用孔深1.75m直径28mm配L1.8mM18高强螺纹钢锚杆。⑷、所有锚杆眼都要用压风扫孔，清除积水、岩渣。⑸、顶板围岩稳定时，采用锚梁网支护、锚索加强支护，遇顶板破碎带、过断层时将锚杆排距缩小到0.7m，提高支护密度；钢带及网要紧贴岩面布置，并用锚杆盖板固定金属网，左右搭茬长度不应小于200mm。⑹、顶板锚杆必须紧跟迎头，随掘随锚，且严禁空顶作业；帮锚杆滞后迎头不大于5m。⑺、顶板锚杆至迎头的控顶距离不大于900mm。⑻、安装树脂锚杆使用钻机采用快速安装工艺，即搅拌树脂卷、上托盘、拧紧螺母一次完成。药卷搅拌混合时间及初凝时间应符合生产厂家提供的树脂卷使用说明书规定要求执行。待初凝后再开动钻机绞断销子、紧固螺母，使锚杆有一定的初锚力。严禁用锤击或风锤搅拌的方法安装锚杆。⑼、锚杆盖板必须紧贴煤、岩面，锚杆外露长度10～40mm。凡因围岩脱落锚杆不起作用的必须及时补打。⑽、使用钢带或梁、网时，要紧贴岩面布置，并用托盘紧，网的搭接长度不得小于200mm并用铁丝拧紧。⑾、锚固力和初锚力应达到设计要求。锚固力帮、顶锚杆分别不小于80KN、60KN；初锚力帮、顶板锚杆分别不小于200N·m、300N·m。必须按规定进行锚杆锚固力、初锚力测定，测定要有记录。⑿、锚索施工应采用快、中速两种树脂卷，先装快速后装中速，树脂卷用钢绞线送至孔底后用钻机边搅拌边推进，搅拌30s停转，等待２min再落下钻机树脂锚固剂凝固1小时后方可用张拉千斤顶进行紧固托盘工作，预紧力一般不小于100KN，锚拔力不小于200KN，外露长度不大于300mm。⒀、采用锚杆支护煤巷顶板，必须根据集团公司有关文件要求每30～50米安设一组顶板离层指示仪和压力枕。⒁、入井锚杆、树脂卷等材料必须经过抽检验收，不合格的禁止使用。发现过期变质的锚固材料必须及时汇报。⒂、按作业规程进行巷道支护。当巷道围岩发生变化，需要改为架棚支护时，现场人员有权先改为架棚支护，后补批安全技术措施。=16\*GB2⒃、防治片帮：①为提高巷帮煤壁的自稳能力，放炮时必须按规定预留刷大保护层。采用人工方式刷至设计断面。②刷帮时要先刷上部，后刷下部，刷一排支护一排，支护完毕方可刷下一排。③为防止放炮后，巷帮支护滞后迎头距离超过规程规定，施工中要坚持先刷帮、两帮永久支护完毕后迎头再放炮。④若片帮严重,必须改为架棚支护。支护规格：顶梁、腿子分别为3.6m、2.6m,净高2.3m,下扎4.3m,棚距700mm,采用板皮、笆片将帮顶腰严背实，背板间距不大于200mm。3、交叉点管理⑴、三叉门处采用正规双抬棚支护，叉梁为一端加长200mm的工字钢梁。抬棚腿采用焊有挡板的工字钢腿。抬棚梁及叉梁的规格根据拨门情况在拨门措施中确定。⑵、使抬棚时，首先对需要更换叉梁的棚子采用套棚方式由外向里逐棚套棚。然后在叉梁及老棚梁下使托棚(工字钢棚)托起所有叉梁，托棚要架设牢固，切实与叉梁接实打劲后，方可拆帮、摘抬棚一侧的腿子，挖抬棚腿窝，栽抬棚腿、扶抬棚，抬棚必须双棚并拢托起所有叉梁，帮顶用板皮接实打劲。抬棚架好有劲后才能拆除托棚。⑶、三叉门架棚过程中要设专人观察顶板,确保施工安全。⑷、抬棚的架设要一步到位。使抬棚过程中，施工地点向里严禁人员进入。如顶板破碎或矿压较显著，使抬棚时必须先行在三叉门处正中央打木垛加固顶板，然后再使抬棚。4、放大棚管理⑴、掘进巷道内的绞车窝优先采用放大棚的方式施工，放大棚棚梁比巷道正常支护棚梁长400mm为宜。⑵、放大棚两端头棚梁与巷道正常断面下的棚梁双棚并拢。放大长度不少于5棚。放大一侧原则上在非沿空侧。5、改棚管理⑴、改棚时要自完好段开始由外向里逐棚进行修整，修整作业时作业点到迎头不得有人。修整时要拉线作业，修整后的棚子要高低、明暗一致，调斜、淋肩等符合质量标准化标准要求。⑵、首先对待修整支架后两棚进行认真加固，然后用两根前探梁托起要修整的支架，前探梁靠近巷道两帮平行布置，前探梁要与每一根棚梁接上劲后，方可进行修整；拆帮时要由下向上拆，一边拆帮一边敲帮，找掉两帮活矸危石，以防掉矸伤人。⑶、修复工作严禁分茬作业和大拉大改。（本规程不能满足要求时另补措施后方可进行修复）㈢、地质构造带、破碎带顶板管理掘进工作面遇断层、破碎带，应及时采取有效支护措施，加强管理，防止冒顶,具体施工要求如下,如果不能满足安全生产,如过1m以上的断层等安全技术措施另补。1、缩小循环进度，架棚时，每循环进度不超过0.7m；锚杆支护时，每循环进尺不超过0.9m。2、严格执行敲帮问顶制度，待顶板稳定后方可进行超前支护。3、加强超前支护的管理，金属前探梁必须切实、正规、及时使用，严禁空顶作业。4、加快永久支护的速度，尽可能地缩短顶板围岩暴露的时间。5、采用多打眼、少装药、放震动炮的方式减少放炮时对巷道围岩的破坏。㈣、冒顶的处理巷道如发生顶板冒落，支护不能满足安全要求时处理工作必须遵守以下规定：1、先行从冒顶以外顶板完整、支架完好处架设工字钢挑棚予以加固，要保证后路畅通。然后，采用套棚的方式向冒顶区加固，直到加固到冒顶区边缘为止。2、在处理冒顶作业之前，必须由瓦斯检查员对冒顶孔洞的瓦斯进行检查。3、处理工作必须由经验丰富的职工进行，先行使用长工具站在安全地点认真找净活矸危岩，待顶板稳定后方可过顶，并安排一名经验丰富的职工观察顶板，发现险情及时撤人。4、当巷道冒顶严重需打木垛过顶时，使用1.4m以上的长木料打木垛，接近顶板时再用背板过顶。5、首先在已架好的冒顶区边缘的支架棚梁上插入四根４m长的钢轨，（钢轨要均匀、平行布置），后端插入不少于3棚,轨道前端探出并悬空，然后在其上打木垛接实顶板，并用木楔打上劲。然后施工人员在其掩护下逐棚向前架设工字钢棚。按此方法直至架过冒顶区。（如下图）6、冒顶处理过程中，均必须有专人观察顶板，区队干部跟班，现场指挥施工。7、坚持使用永久棚撑和定位木楔，支架架设要正规有劲。对迎头棚要加固。冒顶处必须用半圆木接实顶板。8、难以处理或存在隐患的必须编制补充安全技术措施。㈤、支护及处理事故备用料所有施工巷道，都必须在工作面附近存放不少于一个园班的支护材料（背板、笆片、棚梁、棚腿等），备齐备足处理事故备用料，实行挂牌管理并标明材料规格、数量等。处理事故备用料单独堆放，事故备用料应备有圆木、大板或半开料，木垛料及专用工具等，用后及时补充，事故应急备用材料存放在距工作面不大于80米处。事故应急备用材料包括不少于10棚的工字钢(规格为梁长3.6米（风巷2.6米）、腿长2.6米)及腰帮过顶材料和20根长1.6～2.4m的圆木及半圆木和5～8根内注式单体支柱。备用料要经常向前移。五、“一通三防”管理1、采用压入式通风方式，局扇每班必须由专职人员负责管理，保证正常运转，并挂局扇管理牌，认真填写有关内容，现场交接班。2、局扇和启动装置必须安装在进风巷道，距回风口≮10m（具体位置由通风区指定）。全风压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中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。3、采用抗静电阻燃风筒，风筒出风口到迎头的距离全岩巷道≯10m、半煤岩巷≯8m、全煤巷道≯5m。风筒吊挂应平直，要求环环吊挂，不准挤压、撕裂、断开风筒。风筒漏风要及时进行维修。风筒在拐弯处要设弯头或缓慢拐弯，不准拐死弯。4、掘进工作面应装设“三专、三闭锁”装置，即“专用变压器、专用开关、专用线路”和“风电闭锁、瓦斯电闭锁和主副局扇闭锁”，当局部通风机停止运转或掘进巷道瓦斯超限时，立即自动切断局扇供风巷道内的一切非本质安全型电气设备的电源。5、无论工作还是交接班时，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。主、副局扇同时停电时，必须人工复电，恢复通风前，必须检查瓦斯，局扇及其开关地点附近10m以内风流中的CH4浓度≯0.5％时，方可人工开动局扇。6、掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1％时，必须停止用电钻打眼，放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1％时，严禁放炮，当瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理；电动机或其开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。7、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1％时，掘进机割煤地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁开动掘进机，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。8、掘进工作面中，体积大于0.5m3的空间，局部积聚瓦斯浓度达到2％时，附近20m内，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。9、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前必须首先检测瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度≯1.0%和最高二氧化碳浓度≯1.5%且通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都≯0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。通风机停止运转后恢复正常通风，必须同时恢复主副局扇的开关电源。10、当掘进工作面风流中的二氧化碳浓度达到1.5％时，必须停止作业，撤出人员，查明原因，进行处理。11、掘进工作面每班必须有瓦检员负责监测瓦斯浓度，同时施工巷道内必须安设瓦斯自动检测报警断电装置，以监测瓦斯浓度，安设的甲烷传感器Ｔ2距回风口10～15m，Ｔ1距迎头不大于5m。施工单位当班队长进入迎头必须配带便携式瓦检仪，并悬挂于迎头下述规定的位置。12、掘进工作面使用瓦斯传感器是地点应符合下列规定：⑴、传感器应垂直悬挂于风筒对面巷帮，距顶板≯0.3m，距巷道侧壁≮0.2m，距迎头≯5m。⑵、传感器必须安设在顶板坚固或支护完好处，要防止冒顶及其它损伤。⑶、放炮前，先将传感器移到安全地点，放炮后再移回到规定位置。⑷、瓦斯传感器由当班班长或代班负责挪移。1３、综合防尘措施⑴、链板机头、掘进机等要设置联动喷雾装置。⑵、采用湿式凿眼，冲刷巷帮，装煤（岩）洒水，使用水炮泥，净化风流，加强个人防护等防尘措施。⑶放炮前后要加强喷雾，第一道喷雾距迎头≯20m，第二道≯70m。⑷掘进巷道内每隔50米设一个防尘水三通阀门。六、机电、运输管理㈠、机电1、掘进工作面供电应做到“三专三闭锁”，还应做到无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头，有过流和漏电保护装置，有螺钉和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置，电缆吊挂整齐，设备硐室清洁整齐，防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全，坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护，坚持使用风、电闭锁和瓦斯、电闭锁。2、设备操作人员应持证上岗。应熟知作业地点的巷道布置，熟悉紧急情况时的停送电顺序。3、作业地点必须备齐经检查试验合格的绝缘手套，绝缘靴。移动变电站附近必须放置两只灭火器和不少于0.2m3的放火砂箱。4、1140V供电检修、调整时必须将一级6KV高压开关停掉，断开隔离开关，并锁上闭锁，挂上停电牌，设专人看管。5、施工单位送电时,不得误操作，不得做验电操作，严格执行停送电制度。6、机电工每天必须对1440V系统的检漏装置的运行情况进行一次跳闸试验，并认真记录。7、加强工作面电缆的管理，特别是拖地段电缆保护，严禁出现挤伤电缆的现象。8、非操作司机及专职检修工严禁操作设备。严禁综掘机的高低速同时启动，以防损坏电机。9、开关跳闸后，应查明原因和故障性质，及时排除后，才能送电，严禁甩掉保护强行送电。㈡小绞车１、小绞车（指各种内齿轮绞车及滚筒直径小于1.2m的运输绞车）司机必须经过培训，持证上岗，严格按《小绞车司机操作规程》操作。禁止绞车司机兼作把勾工。2、小绞车司机必须了解本设备的结构、性能、原理、主要技术参数及完好标准等，并会一般性的检查、维修、保养及故障处理。3、必须了解该绞车斜巷的基本情况，如：斜长、坡度、变坡地段、中间水平车场、支护方式及轨道状况、安全设施配置、信号联系方法、牵引车数等。4、小绞车硐室（或安装地点）应挂有小绞车管理牌板（标明：绞车型号、功率、配用绳径、牵引车数及最大载荷、斜巷长度、最大坡度等）5、声光信号必须齐全可靠，不准用敲管子、晃灯、喊话等方式代替信号联络。6、小绞车必须带电运行，不准超挂车，禁止放飞车，行车不准行人，行人不准行车，严禁蹲勾头。7、小绞车采用地锚形式固定，安装要牢固，地锚采用矿统一加工的Ｌ1.8m、ф22mm的专用地锚，数量为5根，插入岩层≮1.6m。绞车要有护身板和生根绳，生根绳与生根地锚牢固可靠，安装绞车前应由施工队负责人向技术部门申请并由技术部门做锚拔力试验鉴定合格后方可安装绞车。8、绞车窝必须符合规定，其规格宽不小于2.6m（优先采用放大棚），放大不少于5棚、深≥0.4m，绞车做好后必须保证绞车外缘距矿车的安全间隙≮400mm，绞车里侧距巷帮不小于300mm。9、斜巷上下口要设置可靠的保险装置，绞车勾头应设保险绳，并用三道卡子卡紧，保险绳正常使用。10、上山上、下口要设置可靠的保险档。上山施工下口点、斜巷接力运输把勾、换车作业点均应按《煤矿安全规程》要求设置躲避峒，规格为净宽≮2m,进深≮1.5m，净高1.8m。斜巷坡度＜60时，每40m设置一个躲避峒。11、使用变向提绞的滑轮严禁用开口式。滑轮的直径应大于22倍钢丝绳的直径，固定地锚要采用矿统一加工的Ｌ1800mm、ф22mm的专用地锚。悬勾装车时，矿车后有可靠阻车装置并司机不得离岗。12、每班施工前，绞车司机应对小绞车的安全设施和连接件及钢丝绳断丝情况进行一次全面检查，发现问题及时同有关单位联系处理。㈣、皮带机１、司机必须经过培训，考核合格后持证上岗。２、司机必须在工作现场交接班，交清设备运转状况，存在的问题及注意事项，并做好交接班记录，司机工作时不准擅离岗位，不得委托无证人员开车，并负责清理机头附近巷道内的浮煤杂物和洒水灰尘。清理工必须停车进行。３、任何人不得乘坐皮带机。４、皮带机头或控制开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止运转，切断电源，进行处理。瓦斯浓度降到1％以下时，方准复电开机。５、皮带机中间各托辊齐全，转动灵活，托架吊挂置完整可靠、托梁平、直，承载部梁安放平直，承载托滚转动灵活，无脱胶、无短缺，上下皮带接头连接应可靠、完整，输送带应无撕裂、扯边，皮带机的动力、信号、通讯电缆应无挤压、刮碰、并吊挂整齐。６、司机必须按规定的信号开停车，每次起动前均应发出警报信号，通知人员离开机器转动部位，然后点动两次起动皮带机，不准带负荷强行起运。７、在对皮带机检修、处理故障及做其它工作时必须闭锁皮带机的控制开（六）煤电钻1、煤电钻应有“MA”标志，入井前应由防爆电气设备检查员检查其防爆性能，确认防爆性能良好，方准入井使用。2、使用煤电钻时，必须设有并使用检漏、短路、过负荷，远距离起动和停机，自动停电等综合保护装置。3、钻眼前对煤电钻要进行如下检查：=1\*GB2⑴、综合保护装置是否灵敏可靠=2\*GB2⑵、煤电钻机体有无裂纹或损伤，螺钉、螺帽、销子等有无松动，后罩、风扇是否完好等。=3\*GB2⑶、煤电钻开关是否灵敏，转动方向及声响是否正常。=4\*GB2⑷、电缆是否漏电，并将电缆挂在巷道的一侧，防止挤压损坏。=5\*GB2⑸钻杆与钻头是否扣紧牢固。4、在钻眼过程中，发现钻眼机具的零部件，设施等出现异常情况，应立即停止钻眼及时处理。5、钻眼时，钻杆不要上下，右右摆动，以保持钻进方向，钻杆下方不得站人，以免钻杆折断伤人。6、钻眼工必须严格按照《操作规程》使用煤电钻钻眼。=7\*GB4㈦、掘进机1、掘进机司机必须经过培训考核合格，持证上岗。2、掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，这些专用工具必须由司机保管，司机离开操作台时必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关。3、掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止掘进机运转的按钮，且紧急停机时要注意如下事项：=1\*GB2⑴、只有当发生或即将发生事故的情况下，方可采用紧急停机按钮。司机在紧急停机后，必须将电气开关箱、控制开关的全部手柄、操作杆打到停止运转的位置，待查明事故原因、排除故障后，方可继续开机。=2\*GB2⑵、掘进机运转前的注意事项：=1\*GB3①、检查巷道支护情况，不符合要求要及时支护，以保证安全。=2\*GB3②、检查工作面通风、瓦斯情况，应符合安全规程要求。=3\*GB3③、检查切割头截齿和齿座，缺损的截齿要补齐。=4\*GB3④、须提前３min发出启动警报，只有在铲板前方、截割臂附近和其它各运转部位的非安全区无人时，方可启动掘进机。4、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。5、掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置降尘，内喷雾装置的水压不得小于３MPa；无内喷雾装置时，必须使用外喷雾装置。6、掘进机的截割循环方式：=1\*GB2⑴、掘进半煤岩巷道时，应先截割煤，后截割岩石，先软后硬，自下而上。=2\*GB2⑵、全煤巷道掘进时一般应从工作面下角开始由下向上截割，首先切底掏槽。=3\*GB2⑶、当煤层层理发达时，应沿层理方向移动截割，不应横断层理。7、掘进工作面遇有夹石层时，以不完全截深分两个或更多阶段（浅截深）进行截割，防止电动机过载和掘进机剧烈震动，截割头应沿煤岩分界线煤侧钻进，沿夹石层理切割。煤层顶、底板变化时，按顶、底板、侧壁状态和巷道设计要求，选择合理的截割程序，遇有掘进机不能截割或不能进行经济截割时，应退出掘进机，然后采用放炮法处理。8、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，并断开掘进机电源开关和磁力起动器的隔离开关。9、检修掘进机时，严禁其它人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。10、严禁使用综掘机切割头代替超前支护进行锚杆作业。11、掘进机喷雾装置必须使用引射器，并配套部分装置组成；要有固定在摇臂上的防砸、防堵装置，必须配置防尘泵和过滤器。（七）、运输１、把勾工必须持证上岗认真负责，严格按规定挂好勾头绳、勾头保险绳，并及时使用保险档、阻车器。２、绞车运行过程中，把勾工及时进入躲避洞或其它安全地点。３、严禁超挂车，严禁用喊话、敲管代替信号。４、严格遵守《煤矿安全规程》有关人力推车的规定。５、行车严禁行人，行人严禁行车，严禁蹲勾头。6、必须使用叉车运铁料，并且用麻绳捆紧。卸料时，两人要步调一致，要喊号卸料。7、倾斜巷道必须按规定设置防跑车装置，或斜长超过80m的巷道必须在上、下山中部安装撞击自动脱落式捕车器。8、斜巷运输严禁异物代替连接装置。9、斜巷安全设施必须符合《淮北矿业（集团）有限责任公司矿井窄轨运输安全生产管理规定》（八）、小眼管理１、放眼工必须认真负责，集中精力操作，注意运输机的运转情况，发现异常立即停机处理。２、维护好老虎咀，做到运转自如，畅通无阻，放煤均匀。３、负责卡眼的处理，实现安全放煤，眼内遇到水煤或其它异常情况要及时向调度所和区值班人员汇报，会同处理。４、负责放眼口的喷雾灭尘和眼口前后５m范围内的清理工作。5、小眼上口要设置蓖子、栅栏和警示标语。6、小眼滞眼处理时人员严禁正对小眼老虎咀子并站在上坡处。七、掘进防治水根据25612工作面的掘进资料分析，该区段顶板为砂质泥岩或细砂岩，为砂岩裂隙含水层，裂隙发育富水性弱，巷道在掘进施工中局部地段会出现滴淋水现象，正常涌水量小于1.0m3/h，但砂岩裂隙水属静储量，随着时间的推移会逐浙减小或疏干。八、其它安全技术措施1、巷道过断层、破碎带安全技术措施⑴、巷道过断层、破碎带时将缩小循环进度。⑵、及时调整爆破参数，多打眼少装药，尽可能的减少爆破对顶板围岩的破坏。⑶、巷道施工过程中必须安排有经验的工人观察顶板，严格加强顶板管理，严格敲帮问顶制度，发现问题立即处理。⑷、确保巷道后路安全、畅通。⑸、如断层落差大于1m，本措施不能满足安全生产要求时，必须及时编制针对性的施工安全措施以确保安全生产。2、沿空掘进⑴、严格按测量所给的中线施工。⑵、每隔20m在沿空帮垂直向采空区打探眼，探眼深不少于1.6m。探好后，探眼要用黄泥封实。发现预留煤柱偏小时，及时与技术部门联系。⑶、地测科要及时提供上下区段的绞车窝、水仓、工具房等的具体位置。⑷、瓦斯检查员必须按规定进行瓦斯检查，发现问题及时进行处理。⑸、沿空帮腿子未至实底时必须穿鞋。鞋规格为长*宽*厚＝300mm×300mm×50mm。3、巷道清理⑴、巷道清理工必须熟悉责任范围内巷道线路情况及有关规定。⑵、在斜巷和采区巷道清理时，必须执行“行车不清理”和“清理不行车”的制度。⑶、斜巷吊钩作业时，下部车场设立警示牌，上部车场挡车装置必须处于关闭状态，并在车皮下碰头处打十字桩绞车司机严禁离岗，信号把钩工负责警戒。⑷、挖水沟时，人员要拉开一定距离，两人同装一车时，必须互相协调，确保安全。⑸、使用长把工具时，必须注意周围其他人员，以防伤人。⑹、巷道清理完毕，及时将车运走，必须保证人走料净。4、井下随身携带物品时，要注意架线和周围行人，物品过长时，要水平携带或肩扛。九、矿压观测与成巷维护⒈施工区队要经常对巷道后路进行观测，如发现棚梁弯曲严重，棚腿跐腿严重时，要及时将信息反馈给有关部门，采取措施进行处理。2、成巷维护由技术员负责，每队抽一名付工长配合技术员的工作，对威胁安全生产的地点进行维护，维护时要严格保护管线及设备，不得将管线等腰入帮内。3、对锚杆进行检测时严格遵守《锚杆检测操作规程》。十、通讯及信号系统管理掘进工作面必须设一