掘进工作面回风顺槽作业规程样本

纳雍县王家寨煤矿1061掘进工作面回风顺槽作业规程编制：罗义日期：二零一四年三月十六日目录TOC\o"1-2"\h\u2990第一章概况 34130第一节概述 324620第二节依据 321963第二章地面位置及地质状况 32540第一节地理位置 37170第二节工作面地质构造 420992第三节水文地质 417460第四节煤层赋存特性 426181第三章巷道布置及支护阐明 613946第一节巷道布置 6337第二节矿压观测 64691第三节支护设计 724296第四节支护工艺 915818第四章施工工艺 918673第一节施工办法 93849第二节凿岩方式 1010564第三节爆破作业 1027516第四节装载与运送 1311981第五章生产系统 1420702第一节通风 1418643第二节压风 178172第三节瓦斯防治 184452第四节综合防尘 2032159第五节安全监控 2018486第六节防灭火 221800第七节供电 2218814第八节供排水 2313643第九节照明和通信 232183第六章劳动组织及重要技术经济指标 2331317第一节劳动组织 235146第二节作业循环 249265第三节重要技术经济指标 246891第七章安全技术办法 2517459第一节一通三防 2522696第二节顶板管理 3182第三节爆破 3122630第四节防治水 3410337第五节机电 348056第六节运输 3730220第七节其她 3811252第八章灾害应急办法及避灾路线 41第一章概况第一节概述一、巷道名称1061掘进工作面回风顺槽二、掘进目及用途1061回风顺槽为首采面回风三、巷道设计长度、工程量、坡度及服务年限1、设计长度：1061回风顺槽长度为400米。2、工程量及坡度：2592m3，沿着M6煤层顶板走。3、服务年限：直到1061采煤工作面回采结束。四、预测开竣工时间本掘进工作面自3月份底开工，预测9月份竣工。第二节依据一、设计根据(1)、《纳雍县王家寨煤矿初步设计》和《纳雍县王家寨煤矿开采方案》设计阐明书（2）、《煤矿安全规程》及关于安全法律法规（3）、《煤矿技术操作规程》（4）、《煤矿安全质量原则化及考核评级办法》（5）、煤矿行业及集团公司关于规定（6）、《纳雍县王家寨煤矿地质勘探报告》设计阐明书（7）、《纳雍县王家寨煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计》阐明书第二章地面位置及地质状况第一节地理位置1061工作面回风顺槽位于标高+1800.445m┻，距地面垂直距离为25～55m。第二节工作面地质构造地质构造是影响煤矿安全生产最重要地质因素，也是其他地质变化重要控制因素，将直接影响工作面生产和管理，依照已揭露煤层顶板和矿井地质图可知，1061工作面回风顺槽施工至155～175米处存在一种构造，顶板也许浮现裂隙影响施工进度。当前本矿未做煤与瓦斯突出鉴定，但必要严格按照煤与瓦斯突出进行管理，在掘进过程中应加强顶板管理和瓦斯治理，并采用有掘必探,边掘边探办法防止各类事故发生，保证安全生产。第三节水文地质1061工作面回风顺槽位于M6煤层内，顶板上为龙潭组。龙潭组（P3l）厚度39.50m(ZK407)～398.55m(ZK302-1)，平均厚度约220.0m。含水弱基岩裂隙与风化裂隙含水层。工作面地表无溪流通过，地层稳定，构造简朴，矿井直接充水含水层为龙潭组层状裂隙含水层，其富水性自上而下由强变弱，总体可视为弱富水含水层。本工作面无突水点，1061工作面回风顺槽预测涌水量0.8m3/h，对掘进期间没有较大影响。第四节煤层赋存特性1、推测工作面内岩浆侵入体、陷落柱等:1061工作面回风顺槽依照贵州省106地质大队提供《纳雍县王家寨煤矿地质勘探报告》显示，该工作面内也许无岩浆侵入体、陷落柱等。2、煤层产状、实见点煤厚、煤层构造，并预测其变化状况:1061工作面回风顺槽开采M6煤层，该煤层为矿井重要可采煤层，位于龙潭组二段P3l2顶部，呈层状产出，煤层厚1.44～6.08m，平均厚度2.95m；变化系数为39.78%，稳定指数为8.63%。属全区可采较稳定中厚煤层。该煤层在东部、南部一带普遍含1～3层夹矸，沿倾斜方向夹矸数量及厚度减少。煤层直接顶板重要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩，某些具炭质页岩（泥岩）伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩，某些为含炭质粉砂质泥岩。煤层构造复杂。上距P3C约50m左右，下距M15煤层62m左右。颜色为黑色，条痕褐黑色，为半亮型粉煤。以土状光泽为主；具层状构造，呈条带状、木质状、透镜状、均一构造；以参差状断口为主；煤层内生裂隙发育，机械强度较低，易破碎。3、煤层顶底板岩性、厚度、物理力学性质及变化状况:工作面为龙潭组二段P3l2顶部，M6煤层构造复杂，煤层走向北偏东37～45°，倾向南西，煤层倾角7～16度，层位较稳定，煤层平均厚度2.95m，煤层直接顶板重要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩，某些具炭质页岩（泥岩）伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩，某些为含炭质粉砂质泥岩。4、工作面瓦斯状况:本工作面掘进期间瓦斯含量较高，本矿不具备做煤与瓦斯突出鉴定条件，但按煤与瓦斯突出来进行管理。5、工作面煤自燃：依照《纳雍县王家寨煤矿煤炭自燃倾向性级别鉴定报告》，三层煤都属三类，不易自燃煤层。依照贵州省地质矿产中心实验室样品检测成果，煤水分(Mad)趋间值0.82～1.90﹪，平均值1.37﹪；灰分(Ad)趋间值7.74～33.63﹪，平均值22.67﹪;挥发分(Vdaf)趋间值7.23～12.12﹪，平均值9.31﹪；焦渣特性2；全硫(Std)趋间值0.32～1.77﹪，平均值0.63﹪；真密度(TRD)趋间值1.56～1.83，平均值1.73；吸氧量趋间值1.2874～1.5289cm3/g，平均值1.3820cm3/g;自燃倾向性级别为不易自燃、火焰长度0mm，抑制煤尘爆炸性鉴定结论是“无爆炸性”。本设计按煤尘无爆炸性管理。6、工作面地温:本井田属地温正常区，无热害影响。7、工作面冲击地压地质资料中未提供冲击地压有关资料，该矿井及周边矿井尚未有冲击地压状况发生。第三章巷道布置及支护阐明第一节巷道布置1、巷道开口方位角：先以N243°、+3‰坡度往前施工约7.5m即施工至M6煤层顶板时停掘，后再以N217°（煤层变化时沿煤层走向施工）、沿煤层顶板向前施工约392.5m。2、巷道设计断面：上净宽2400mm，下净宽3000mm，净高为2400mm，净断面S=6.48m2；1061工作面回风顺槽为梯形断面，矿工字钢支护，巷道施工均沿煤层顶板掘进，局部地方采用破底施工保证巷道高度不低于2400mm。1061工作面回风顺槽巷道平面布置图第二节矿压观测一、观测对象1061工作面回风顺槽顶板随着工作面掘进时矿山压力和支护状况变化。二、检测内容1、巷道上宽2400mm，中线距任何一帮1200mm，容许误差0～+40mm，巷道下宽3000mm，两帮扎角均为300mm，容许误差0～+40mm。2、巷道净高为2400mm，容许误差0～+80mm。3、巷道前倾后仰不得超过±0.5°（1m垂线不不不大于9mm）。4、撑杆：撑杆应先后并成一条直线，应打平打直，撑杆分布在梁头2根、梁中一根、梁腿两边各两根，共7根；距梁头≤200mm，撑杆直径不不大于100mm。5、背帮背顶：帮、顶采用木板（规格为1000×200×50mm）和半圆木（规格为800×200×50mm）背实背牢，木板搭接为200mm，梁头与顶结合部浮现空顶时，应采用圆木（规格为800×200×50mm）和薄木鞋（规格为300×200×50mm）刹紧，其他空帮、空顶地方应用枕木结实后再用木楔刹紧。6、柱窝深度：柱窝深度为200mm，柱应栽到实底上，底板松软时，必要穿柱鞋（规格为300×200×50mm），其深度不不大于设计值30mm。7、支架梁水平容许误差为≤40mm（坡度规量度数为≤2°），支架扭距容许误差为≤80mm。8、柱梁接口离合、错位容许误差为≤5mm，梁柱对接口应加木垫。9、支架间距：中-中600mm，容许误差为±50mm。第三节支护设计一、巷道断面1061工作面回风顺槽断面为梯形，上宽×下宽×高=2.4×3.0×2.4m，净断面积S=6.48m2。采用矿工字钢梯形棚支护。见附图：巷道断面示意图。二、支护设计（一）暂时支护1、采用梯形棚和前探梁作为暂时支护。暂时支护采用前探梁支护，每组3根，每根前探梁分别用三道吊环固定在三架棚梁上，前探梁间距0.8m，两边前探梁距帮不不不大于0.4m，前探梁必要牢固吊挂在棚梁上，每架一棚子后必要及时往前移动前探梁。（1）前探梁及吊环规格：前探梁：采用3根4.5m长9#矿工钢。吊环：采用SGB-420/30刮板运送机链条、马蹄环、螺丝、螺母。（2）吊环固定：使用吊环时，用卡缆将吊环固定在棚梁上，卡缆必要拧紧。2、暂时支护工艺、工序及规定（1）掘进进度达到规定距离后，工作人员站在永久支护下，用2.5m长长柄工具解决顶帮活石悬矸，并进行敲帮问顶工作。保证安全后，人员站在永久支护下前移前探梁。（2）上前探梁时，不少于3人。（3）前探梁移到迎头后，在最后一种吊环上用木楔将前探梁固定。（4）加强顶板管理工作，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，及时停止作业，撤出工作面人员，采用办法解决后方可继续工作。（5）架棚时必要由外向里、先梁后腿。（6）顶板不平、巷道开裂、巷道转向无法使用前探梁或其她因素不能使用前探梁时，必要使用直径不不大于20公分圆木戴帽进行暂时支护，并能全面掩护作业地点。（二）永久支护采用矿工字钢梯形棚作为永久支护。梯形棚中-中间距600mm，棚间用直径为10cm圆木作为撑木，用7根圆木在棚梁头2根、棚梁中、每边棚腿2根分别支撑牢固，棚脚穿鞋，帮、顶采用木板（规格为1000×200×50mm）和半圆木（规格为800×200×50mm）背实背牢。（三）支护质量规定1、梯形棚支护质量规定（1）巷道形状为梯形，上净宽为2.4m，下净宽为3.0m，净高为2.4m，棚距中对中600mm，柱窝深不少于200mm，梁与腿搭接长度150mm；（2）棚与棚之间用直径为10cm圆木作为撑木，在棚梁、左右腿上均匀布置，保持一条直线；（3）棚间距不超过±50mm，棚架垂直于巷道，不得前倾后仰；（4）棚梁、腿衔接要牢固，水平、竖直错位不超过3cm；（5）棚脚要整平夯实，不得有浮矸。（6）顶帮背设：使用木板背帮背顶，顶帮背严背实，空帮、空顶处及时用编织袋装碎矸充填。第四节支护工艺一、施工顺序：安全检查（效果检查合格）→钻眼爆破→敲帮问顶→暂时支护→出煤→永久支护→文明生产。暂时支护及永久支护必要从巷道由外向内逐渐进行，人必要在暂时支护或永久支护下作业，禁止直接进入巷道迎头从内向外作业。第四章施工工艺第一节施工办法一、掘进方式本工作面重要钻眼爆破法掘进施工。全断面一次成巷施工，不留尾工。二、采用“三八”作业制，两班掘进，一班校检。三、工艺流程图掘进工艺流程图见表爆破通风排炮烟爆破通风排炮烟安全检查永久支护接风筒、接溜、卫生等出煤打眼暂时支护吹眼永久支护接风筒、接溜、卫生等出煤打眼暂时支护吹眼装药连线交接班准备（安全检查）第二节凿岩方式打眼采用ZQS-35/1.5S型风煤钻打爆破眼锚杆眼采用MQT-120/2.1型风动锚杆机打眼。表4-1施工设备序号机械、钻具名称型号数量（台）备用1风煤钻ZQS-35/1.5S312气动锚杆机MQT-120/2.1113气腿式凿岩机YT-2811第三节爆破作业一、爆破器材1、爆破器材：放炮器使用MFB-200型隔爆型发爆器；放炮母线必要使用铜芯绝缘线。MFB-200型隔爆型发爆器技术参数如表4-4所示。2、爆破材料：采用煤矿许用乳化炸药，药卷直径32mm，长度300mm，每卷重300g；雷管选用1-5段煤矿许用毫秒延期电雷管，其最长延期时间不得超过130毫秒。3、爆破规定：（1）爆破普通规范①所有爆破人员，涉及爆破工、送药装药人员必要纯熟爆破器材和爆破材料基本性能及使用规定。②打眼装药爆破必要严格按照炮眼布置图及爆破阐明书进行。③火药领取及途中运送工具采用专用火药箱。④领药时，由爆破工和领药工共同在爆破材料库领取，点清数量后装入火药箱，由爆破工或火工品管理员上锁，钥匙由爆破工保管，领药工将火药箱背到爆破地点。⑤火药领取后，应直接送到工作地点，中间不得停留或转交她人，当班剩余火药必要当班退回火药库。⑥电雷管只准装在专用雷管箱内，由爆破工随身携带到工作面，不准随便乱放，以防丢失。⑦爆破材料箱必要放在顶板完好，避开机械、电气设备地方。爆破时必要把爆破材料箱放到警戒线以外安全地方。⑧不同厂家生产或不同品种电雷管，不得掺混使用。⑨电雷管必要由药卷顶部装入，禁止用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必要所有插入药卷内。禁止将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。⑩装药时必要严格执行每段雷管挂彩带及挂牌管理。装填炮泥时需用红色彩绳，彩绳由当班班长负责，保证彩绳外露长度不低于300mm，以便爆破后发现瞎炮；装药必要进行“一炮一牌”制，避免在装药后连线时浮现“漏连”，挂牌由放炮员负责。起爆地点：在副斜井井口往下4#躲避硐内进行起爆。撤人范畴：爆破作业时11回风斜巷、1061回风顺槽内禁止有人，人员必要撤离到警戒线以外新鲜风流中安全地点。停电范畴：1061回风顺槽、11材料斜巷内所有电气设备必要停电闭锁。站岗警戒地点：副斜井井口往下4#躲避硐内、12材料斜巷开口打点信号躲避硐内、12材料斜巷与回风斜井贯通口处和回风斜井不直对井口处；4、装药构造：附图表4-1断面爆破原始条件序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面㎡6.484炮眼个数个182岩性系数f0.8～15乳化炸药卷233瓦斯浓度%﹤0.86毫秒延期电雷管个19表4-2断面炮眼布置及装药量炮眼眼名炮眼眼号眼深(m)角度（°）眼数每眼装药量装药量共计起爆顺序联线方式卷数重量（kg）黄泥水炮袋卷数重量掏槽眼1—52.075520.6封严封实2103.0Ⅰ串联辅助眼6—71.890210.3封严封实241.2Ⅱ周边眼8—131.890610.3封严封实261.8Ⅲ底眼14—181.890510.3封严封实251.5Ⅱ共计18188257.5表4-3断面爆破指标序号项目名称单位数量序号项目名称单位数量1炮眼运用率％905每立方米煤炸药消耗量kg0.612每循环进尺m1.626每米巷道炸药消耗量kg4.633每循环爆破实体煤m312.217每立方米煤雷管消耗量发1.474每循环炸药消耗量kg7.58每米巷道雷管消耗量发11.11表4-4MFB-150发爆器性能指标参数单位数值参数单位数值引爆能力发200输出冲能A２.mS≧8.7峰值电压V2500供电时间ms≤4电池电压V6最大外阻Ω≤1220爆破阐明书附图：1061工作面回风顺槽炮眼布置爆破方式一次打眼，正向装药，全断面一次串联爆破。第四节装载与运送一、装载流程人工装煤，矿车运送，调度绞车提高。二、运煤系统：1061工作面回风顺槽→11材料斜巷→副斜井→地面三、运料系统：地面→副斜井→11材料斜巷→1061工作面回风顺槽第五节管线敷设一、风筒吊挂在巷道左侧（面对掘进工作面），且距底板不低于1.8m，吊挂要平直整洁、逢环必挂，不影响运送和行人。风筒出风口到工作面距离：风筒距迎头不不不大于5米。二、风管、水管用吊挂在人行道侧帮部上，瓦斯抽放管用铁丝吊挂在巷道两侧,每隔3～5米捆一道，悬挂高度离底板不低于0.5米。三、各类电缆必要悬挂在电缆钩上吊挂在人行道侧，悬挂高度离顶板不低于0.3米，每50米接一种三通，距工作面不超过20米。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不不大于0.3m。吊挂平直，间距均匀，禁止电缆交叉吊挂，禁止电缆上放衣服等其他物品。管线敷设方式见表4-7。表4-7管线敷设方式序号名称规格型号吊挂方式与工作面间距/m1风筒Φ600mm吊挂不不不大于52瓦斯抽放管Φ219mm吊挂不不不大于203风管Φ100mm吊挂不不不大于204水管Φ50mm吊挂不不不大于205电缆70mm²电缆钩不不不大于20第六节设备及工具配备表4-8设备及工具配备表序号设备、工具名称规格型号单位使用数量备用数量1风煤钻ZQS-35/1.5S台212气腿式凿岩机YT-28台113放炮器MFB-200台114气动锚杆机MQT-120/2.1台115局部通风机FBDNO6.3台116绞车JD-1台17激光指向仪YBJ-500(B)台118水泵5.5KW台19电话防爆部310铁锹把5311手镐把5312锤把113扭矩扳手把31第五章生产系统第一节通风一、掘进通风参数计算及风机选型（一）风量计算1、按工作面最多人数所需风量计算：Q1=4Nm＝m=m3/min；Q1=4×26=104（m3/min）；式中：Q1——掘进工作面按人数计算所需要风量，m3/min；4——每人每分钟需要原则风量，4m3/人；N——掘进工作面同步工作最多人数26人。2、按稀释工作面瓦斯浓度所需风量计算：Q2=kq/c=kq/c=1.5×1.17÷0.8%=219.4m3/min；式中：Q2——掘进工作面按瓦斯涌出量计算所需要风量，m3/min；k——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；q——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；取1.17；C——掘进工作面风流中容许安全瓦斯浓度，取0.8%。3、按炸药量计算掘进工作面实际需要风量：Q3=25A=25×7.5=187.5m3/minA——掘进工作面一次起爆炸药量，Kg；取A=7.525——每公斤炸药需要25m3风进行稀释。4、按局部通风机实际吸风量计算：Q=Q局I=500×1=500m3/min式中：Q—掘进工作面实际需要风量，m3/min；Q局—掘进工作面局部通风机额定风量，m3/min；2×22kw对旋风机吸风量为380-550m3/min。I—同步运转风机台数，1台。通过以上计算，该掘进工作面实际需要通风量取以上最大值为219.4m3/min。(二)风机选型：1、计算漏风系数PP=1/（1-LP100/100）=1.16式中：L——从风机出风口到施工完1061工作面回风顺槽风筒出风口总长度700米。P100——百米漏风率，平均百米漏风率取2%。2、局部通风机选取：依照以上计算选取FBDNO6.3型局部通风机，功率2×22KW，吸风量为380～550m³/min，满足通风规定,风筒选用Φ600mm胶质阻燃风筒,风机按双风机双电源自动倒台配备。其技术参数如表5-1。《煤矿安全规程》规定，掘进中煤巷容许风速0.25m/s～4m/s规定，本掘进工作面风速不超限。此外，在实际生产中要按照上月工作面实际瓦斯涌出量重新核定风量并在月补充中阐明（掘进中如瓦斯涌出量增大必要重新核定工作面需风量，依照需要更换风机）。表5-1局扇技术参数指指标型号外径（mm）风量（m3/min）电动功率(kw)风压（Pa）最高全压效率比A声级噪声dBFBDNO6.3600380-5502×22640-480085%≤254、风筒口到工作面最大距离：风筒到掘进工作面最大距离为≤5米。二、掘进工作面风量验算1、按最低风速验算：岩巷掘进工作面最低风量为Q岩≥q×S净=15×6.48=97.2m3/min；式中q——按岩巷掘进工作面最低风速换算系数，取q=15；S净——掘进断面积，S净=6.48m22、按最高风速验算：岩巷掘进工作面最高风量：Q≤240×S净=240×6.48=1555.2m3/min；式中240——换算系数；S净——断面积，6.48m2。3、按掘进工作面温度和炸药量验算：温度为5℃、炸药量为19.8kg时风量为50m3/min。炸药量/㎏＜55～20温度/°C6如下16～2223～26＜1616～2223～26需要风量/（m3.min-1）405060506080通过以上计算，通过计算该掘进工作面需要风量219.4m3/min满足以上条件，该掘进工作面选用FBD-2×22型局部通风机可满足掘进工作面风量。三、局部通风机安装位置局部通风机安装副斜井内，副斜井井口往下340m处。四、局部通风机管理1、局部通风机应指定专人负责，挂牌管理，保证正常运转。2、局部通风机设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（涉及电缆接线盒）有衬垫（不漏风）。3、局部通风机与掘进工作面电器设备，必要装有风电闭锁、瓦斯电闭锁装置并经常检查其完好状况，发现问题，及时解决。4、风机必要放在风机托架上，距离底板不不大于0.5米。5、工作面无论检修、交接班等都不准停开风机，如需停电检修或其他因素需要停风时，必要制定停风、停电和恢复送风、送电安全技术办法，经有关部门及总工程师批准后方可执行。附图：1061工作面回风顺槽通风系统示意图第二节压风一、供风路线风源来自地面空压机房，两台型号为GA75+PAB螺杆式压缩机（13.8m3）一台工作，一台备用向掘进工作面供风，在距掘进工作面20m范畴内用1寸高压胶管供风到工作面各用风地点。表5-2压风设备技术参数表序号设备名称型号数量/台轴功率转速配套电机额定排气压力1空气压缩机GA75+PAB275KW400r/minJR127-80.8MPa二、使用压风规定：1、工作面应至少设两处供风阀门，以便续接压风管。2、压风阀门应缓缓加大，满足使用即可。3、压风阀门启动前，应与工作面工作人员联系好，把压风管固定牢固后，方可启动，防止突然送风时压风管伤人。4、工作面漏风应及时解决，工作面停止工作时应及时关闭压风阀门。第三节瓦斯防治一、工作面掘进时采用边掘边抽与超前释放相结合。1、防突队必要严格按瓦斯抽放设计组织施工，保证施工钻孔参数符合设计。2、打钻期间，若地质条件发生变化，必要及时报告防突队长，以便及时修改参数。3、防突队必要严格按设计完善孔板流量计、放水器。4、施工钻孔时必要详细记录钻孔瓦斯、涌水以及地质状况。5、施工完钻孔必要由跟班矿长在现场盯守退钻，保证施工钻孔真实性。6、封孔、抽放管路连接、安装等必要严格执行瓦斯抽放质量原则，保证抽放效果。7、加强抽放系统检查，发现问题及时解决，及时安排放水，保证瓦斯抽放持续性。同步定期测定抽放参数，及时掌握矿井瓦斯抽放状况，总结分析瓦斯抽放存在问题，不断提高瓦斯抽放量。8、抽放管路安装要依先大后小原则，顺序联接，禁止乱接。9、管路低洼和管桥积水处，都须设放水器。10、管路安装后，应进行压力减漏实验。二、瓦斯治理1、瓦检员必要每班认真检查工作面瓦斯和CO2浓度，每班不少于3次，并做到瓦斯记录牌、瓦斯检查手册、瓦斯调度台帐上内容相符。2、掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，都必要停止工作，撤出人员，进行解决。3、爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，禁止装药连线爆破。4、掘进工作面及其她作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必要停止工作，切断电源，撤出人员，并进行解决。5、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时,必要停止工作,撤出人员查明因素,制定专门办法进行解决6、局扇因故停止运转，恢复通风前必要一方面检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%，最高CO2浓度不超过1.5%，局扇及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工启动局扇，恢复通风。7、因停风或其他因素导致瓦斯聚积时，瓦斯浓度在3%如下可口头传达排放瓦斯，若瓦斯浓度超过3%时，要制定专项办法经总工程师审批后，由专业队伍按办法排放瓦斯。8、当班班组长下井时必要携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作并进行解决。9、跟班领导、队长、班长下井时必要携带便携式甲烷报警仪，对其分管范畴内甲烷进行不间断监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%），必要进行解决。第四节综合防尘1、迎头工作人员要佩带防尘口罩，工作面坚持湿式打眼。2、工作面坚持装煤（岩）洒水。3、经常测定工作面风量，提高通风防尘效果。4、工作面后巷粉尘应定期冲洗，规定每旬冲洗一次，不得有厚度不不大于2mm，长度超过5m粉尘堆积。5、完善防尘系统,每隔50m安一种“三通”阀门，并且至少安装两道净化水幕，第一道水幕布置在工作面后30～50m，第二道距工作面80～100m，随工作面掘进而延伸。水幕由6′钢管加工要能封闭全断面，敏捷可靠且雾化好。风流净化水幕加工成梯形，喷嘴间距300mm，喷条距顶板30°夹角。6、各转载点喷雾齐全，并正常使用，并及时清除浮煤。第五节安全监控一、瓦斯监测仪表及其布置1、瓦斯监测系统：——远动开关KP1001(KG1/KDG15/KDG8)—分站KJF-16。2、瓦斯传感器：KG9001C。3、监测线：MHYV1×4×7/0.52。4、传感器电缆：1×4×0.42mm2矿用。5、瓦斯监测系统安装位置：风机开关前方新鲜风流内。6、瓦斯传感器安装位置：瓦斯传感器安装在距工作面5m范畴和距回风口10～15m内各安装一种，在巷道风筒另一帮，距帮不不大于200mm，离顶板不不不大于300mm地方。7、监测线敷设：监测线敷设在风筒另一帮，用联网绳吊挂在供电电缆上方，并且与供电电缆相距100mm。或者监测线与供电电缆分别敷设，分别敷设时也必要保持间距不不大于100mm。8、瓦斯传感器报警浓度：≥0.8％瓦斯传感器断电浓度：≥0.8％瓦斯传感器复电浓度：＜0.8％。9、瓦斯传感器断电范畴：巷道内所有非本质安全型电气设备，涉及掘进巷道内电气设备、皮带机电气设备、刮板机开关、照明综保等所有电气设备。瓦斯监测仪表布置如表5-3、5-4所示。附图：1061工作面回风顺槽安全监控系统图二、瓦斯传感器维护1、爆破前，瓦检员负责将瓦斯传感器挪放在安全地方，以防爆破时崩坏；2、爆破后，瓦检员再将瓦斯传感器安放在规定位置；3、每班跟班矿长、跟班电工以及班组长都必要检查瓦斯断电仪、瓦斯传感器及通信电缆与否正常，如果浮现故障时，必要及时报告；监测部门接到报告后应及时解决。瓦斯监测仪表布置表5-3设备名称型号数量设备安装地点监测分站KGF-161台局扇开关配电点处设备开停传感器GT-L(A)2个局扇开关负荷侧瓦斯传感器KG9001C2个工作面5M内；距回风口10－15m传感器电缆1×4×0.42mm2矿用瓦斯监测仪表布置表5-4地点回风流工作面悬挂原则维护使用位置距回风口10－15m煤巷距迎头<5m①距顶板≤300mm②距巷道侧壁≥200mm③挂牌管理①施工单位负责寻常管理,保证不损坏不丢失,防突队负责寻常维护。②每班由当班瓦检员负责移动、吊挂。③禁止碰撞或洒水、糊埋。④爆破时要妥善保护好。⑤必要保证监测系统持续可靠。报警浓度0.8%0.8%断电浓度0.8%0.8%复电浓度<0.8%断电范畴掘进巷道内所有非本质安全型电气设备第六节防灭火鉴定M6煤层属不易自燃煤层，重要采用外因火灾灭火办法。防灭火办法：1、加强通风管理，保证工作面有充分风量。工作面浮现高温时（26℃以上），要及时告知本工作面瓦斯检查员，并向矿调度报告，并进行洒水，作好防灭火准备工作。2、电气设备必要有良好防爆性能，对机械运转某些要按规定加润滑油，防止因摩擦生热引起火灾。3、掘进工作面转载点电机处禁止浮煤堆积，防止浮煤压埋电机散热不良而产生高温发火。4、必要使用不燃性电缆和不燃性风筒，禁止浮现电气失爆现象，以免产生电火花引起火灾。5、井下所有使用棉纱及其他易燃物品，要远离电器设备存储，用完后及时回收上井。6、配电点要在进风侧配备沙箱和灭火器，沙子容量不不大于0.2m3，灭火器两个。7、禁止用锤、扳手、风镐尖等金属撞击锚杆、铁料等金属物件，以防产生火花而引燃瓦斯。第七节供电地面（10Kv变电所）→副斜井→11材料斜巷→1061工作面回风顺槽掘进工作面各用电地点。附图：1061工作面回风顺槽供电系统图。第八节供排水一、供水系统：1、供水线路地面水池（300m3）→副斜井→11材料斜巷→1061工作面回风顺槽→各用水地点。2、供水管路供水管用Φ50mm焊接钢管，距掘进工作面20～40米用1寸高压水管供水。二、排水系统：1061工作面回风顺槽掘进工作面→11材料斜巷→副斜井→排水平硐→地面（污水解决站）第九节照明和通信一、照明：本掘进工作面不设专用照明。二、通信：本工作面安设电话可以直接与本单位井上下各个单位进行联系。电话随着工作面延伸不断向前移动，但距迎头不能少于50m。第六章劳动组织及重要技术经济指标第一节劳动组织劳动组织图表工种每小班圆班备注出勤在册出勤在册直接工跟班矿长1133班长1133打眼、支护工3399绞车工1133信号工2266挂钩工2266瓦检员1133安全员1133验收员1133小计13133939第二节作业循环循环作业图表每施工7.5m后停止往前掘进，用一种班来做WTC预测预报，测定前方煤层与否有突出危险性，预测无突出危险性后方可继续往前掘进，若存在突出危险性，严格按照办法进行消突。第三节重要技术经济指标主要技术经济指标表序号项目单位指标备注1每米耗坑木m30.102每米耗炸药㎏4.633每米耗雷管发11.116每米耗梯子梁根2.710炮眼运用率﹪9011循环进尺m1.6212昼夜循环数个213日进尺米3.2414循环出勤人数个3915循环在册人数个3916效率m/工0.08317掘进煤量t/m11.318掘进毛断面㎡7.5419掘进净断面㎡6.48第七章安全技术办法第一节一通三防一、通风管理1、本工作面采用压入式通风，禁止任何人随意停开局扇、不按原则安装和维护风筒。掘进爆破时必要保证局扇稳定可靠，禁止随意变化风筒位置。2、爆破采用远距离爆破，爆破员在防突风门进风侧起爆，回风巷所有电气设备停电至进风流，爆破时回风巷禁止有人。3、管理好巷道测风、瓦斯等牌板，不得损坏或丢失。4、工作面空气温度不得超过26℃。5、工作面不得停风，因检修、停电等因素停风时，必要撤出人员，切断电源，在盲巷口打上栏杆，悬挂警标。恢复巷道通风时，必要检测瓦斯，并制定专门办法，进行瓦斯排放。6、必要安设双风机、双电源，具备“三专二闭锁”装置，风电瓦斯电闭锁装置敏捷可靠。7、指定专人检查看守通风设施，同步巡回检查巷道内风筒，发现风筒脱节，漏风破裂，吊挂不直及时解决。8、风筒末端距工作面距离不容许超过5米。9、风筒延接要及时，并使用双反压边接头。10、风筒吊挂要靠帮靠顶平直成线，环环吊挂，不得挤压和毁坏。11、正反向风门必要启动可靠，反向风门过人后要打开，若工作面爆破或无人时，反向风门要及时关上。12、风门先后5m范畴内，禁止堆放任何物料，并保持无杂物、积水、淤泥，巷道支护完好。13、严格风筒管理，发现破口要及时更换或补修。吊挂要平直，风筒百米漏风率不得超过2%。二、瓦斯管理1、每班跟班矿长、班组长和电工下井携带便携式瓦斯监测仪。2、暂时停工地点不得停风，否则必要切断电源，设立栅栏，悬挂警标，禁止人员进入，并向矿调度报告，停工区内瓦斯或CO2浓度达到3.0%或其她有害气体浓度超过规定，不能及时解决时，必要在24h内封闭完毕。恢复已封闭停工区或掘进施工接近这些地点时，必要事先排除其中积聚瓦斯。排除瓦斯工作必要制定安全技术办法。禁止在停风或瓦斯超限区域内作业。3、瓦检员履行岗位职责，实行定期定点巡回检查责任区域和交接班制度，禁止空班漏检。瓦斯浓度每班检查至少３次。瓦斯涌出较大、变化异常时，必要有专人盯点检查。4、瓦检员应对所辖区内各个地点风流（风量、风向）瓦斯、通风设施、监测仪表、局扇运转、风筒吊挂等状况进行全面检查，每检查一遍都要认真填写瓦斯记录本和瓦斯记录牌，发现瓦斯超限或其他异常状况时要下令停止作业，撤出施工人员，然后向矿通风调度报告，采用办法积极进行解决，如果当班解决不完，当班检查员不得离开现场。5、工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必要停止工作，撤出人员，切断电源，采用办法，进行解决。6、工作面及其她作业地点风流中瓦斯浓度不大于0.8%时，工作面空气成分必要符合下列规定：名称最高容许浓度（％）一氧化碳CO0.0024氧化氮(换算成氧化氮NO2)0.00025二氧化硫SO20.0005硫化氢H2S0.00066氨NH30.004若工作面风流中空气成分不符合以上规定，必要停止用风煤钻打眼。爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，禁止爆破。7、工作面及其她作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必要停止工作，切断电源，撤出人员，进行解决。8、工作面及其她巷道内，体积不不大于0.5m3空间积聚瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必要停止工作，撤出人员，切断电源，进行解决。9、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源电器设备，必要在瓦斯浓度降到0.8%如下时，方可通电开动。10、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必要停止工作，撤出人员，查明因素，制定办法，进行解决。11、停风区中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度或CO2浓度不超过3.0%时，必要采用安全办法，控制风流排放瓦斯。12、停风区中瓦斯浓度或CO2浓度超过3.0%时，必要制定专项排瓦斯安全办法，报矿总工批准。三、防治煤与瓦斯突出掘进过程中必要严格按照《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规定》,防突工作坚持区域防突办法先行、局部防突办法补充原则，贯彻执行“四位一体”综合防突办法，加强现场管理和技术管理，杜绝突出事故。“四位一体”综合防突办法涉及：突出危险性预测、防治突出办法、防治突出办法效果检查和安全防护办法。1、突出危险性预测由于本矿未做煤与瓦斯突出鉴定，该工作面必要严格采用防突办法。2、防治突出办法在施工过程中先对工作面采用本煤层长钻孔预抽办法后，掘进前再采用排放钻孔防突办法以排放瓦斯和工作面应力。（1）顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯办法沿掘进工作面方向布置顺层抽放钻孔。依照《防治煤与瓦斯突出规定》规定。采用边抽边掘办法，采用迈步钻场预抽煤巷条带煤层瓦斯。（2）掘进前排放钻孔办法对1061工作面回风顺槽掘进头施工排放孔，排放孔预留5米超前距，两帮控制距离在巷道轮廓线外5m。3、防突办法效果检查效检参数及指标由防突队进行防突办法效果检查。效果检查指标为：运用瓦斯涌出初速度q和钻孔最大钻屑量S两参数法对工作面突出危险性进行效果检查。效检孔沿工作面本煤层在办法孔之间布置，钻孔控制前方效检超前距2m，巷帮4m。参照《防治煤与瓦斯突出规定》规定执行。效果检查指标临界值见下表二表二防治煤与瓦斯突出规定临界值S(Kg/m)q（L/min）危险性≥6≥5有突出危险＜6＜5无突出危险如果上述任意一指标浮现超标，或进行效果检查过程中发生突出预兆时，则视为工作面办法无效，需要重新采用防突办法。由防突队现场效检人员依照排放钻孔施工及效检状况，在已打排放钻孔恰当位置，重新布置一排排放孔。施工完毕后再次进行效检，如果办法无效，则防突队依照现场状况重新制定针对性办法，直至办法有效为止。4、安全防护办法在1061工作面回风顺槽掘进工作面采用安全防护办法有：反向防突风门、远距离放炮、压风自救系统和隔离式自救器。防突队应经常对风门及防逆流装置进行检查，保证其可靠性、安全性，并对存在问题要及时解决。反向风门在有冲击波状况下必要可以自行关闭。放炮时由瓦斯检查员关闭反向风门,施工队班组长关闭防逆流装置，瓦斯检查员、放炮员及时报告调度室，经准许后方可放炮。班组长放炮前必要填写《放炮管理牌板》。放炮至少45min后，放炮员、瓦检员、安检员及班组长检查巷中、迎头CH4浓度，当CH4浓度、CO浓度降到规定值如下后，经矿调度室允许后方可进入工作面检查放炮与否正常，经检查一切正常后方可告知其她人员进入正常工作。如因放炮不响或其他状况需进入检查时，要把放炮母线从放炮器上摘下并扭接成短路状态，反向风门必要打开顶牢（正常工作时必要敞开）。四、防火管理1、工作面禁止存储煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备棉纱、布头等用后必要装入铁桶内密封，回收至地面，禁止随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必要密闭回收至地面，禁止随处泼洒。2、掘进过程中如发生冒顶，除要架木垛或采用其他办法管理外，施工单位在冒顶区下方做好标记，并书面告知防突队及关于单位做好防灭火工作。防突队应及时预设观测孔和办法孔，并设专人检查冒落孔洞内气体及温度状况，发现异常，及时报告解决。防突队应对发现一氧化碳或高温点区域实行注水降温，注凝胶充填等办法，防止高冒区自然发火。3、任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯状况，及时采用一切也许办法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室，矿调度室在接到井下火灾报告后应及时按《矿井灾害防止与解决筹划》告知关于人员组织急救灾区人员和实行灭火工作，矿值班调度和在现场跟班领导、班组长将所有也许受火灾威胁人员及时撤至安全地点，并组织人员运用一切工具、器材进行直接灭火。4、电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电灭火器材进行灭火；油脂着火时，禁止直接用水灭火，必要使用黄沙或干粉灭火器灭火。5、在急救人员和灭火过程中，矿值班调度必要指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量变化，同步必要采用防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒安全办法。五、综合防尘1、工作面完善供水系统，并采用湿式凿眼、全断面喷雾、装煤(岩)洒水、冲洗巷帮、加强通风、使用水泡袋等防尘办法。2、巷道每隔50m安设一种三通和闸门，闸门要灵活有效。定期冲洗巷道（同步兼作消防使用）。3、巷道必要安设净化水幕，水幕覆盖全断面，敏捷可靠，迎风喷，保证雾化，由专人负责维护。4、水管要紧跟掘进迎头，清水铁管距掘进工作面不得超过20m。5、水管直径不得不大于1.5吋，水压不得不大于0.4Mpa，水量0.6m3/min。6、爆破先后，爆破地点20m范畴内巷道要洒水灭尘。7、装煤前洒水，施工人员应佩戴防尘口罩。第二节顶板管理1、严格执行敲帮问顶制度，必要坚持对的使用超前（暂时）支护，禁止空顶作业。跟班领导、班组长进班后要一方面对工作面安全状况全面检查，确认安全后，方可安排各项工作。施工人员要随时注意帮顶变化状况，发现问题及时坚决采用办法进行解决。2、巷道开口必要有开口告知单和专项安全技术办法，经矿总工批准贯彻后才干开口，巷道开口处要加强支护。3、严格工程质量管理，严格控制巷道高度。4、支护材料要严格使用设计规定材质，不得在施工过程中随意变更。对不能保证安全、不符合设计规定支护材料要回绝使用，以保证巷道支护质量。5、巷道冒顶流矸处必要用背木或木料背严刹紧背牢，并在其下方增设抬棚加固支架，不准在冒顶流矸处开口。6、施工过程中，顶、帮（涉及迎头煤壁）有危石（煤）时必要找掉；若无法挑落，必要对其进行暂时加固，然后方可在其下方进行解决，解决时人员要站在其巷道后方一侧，选好退路，并有专人观测顶板。第三节爆破1、工作面每次爆破时，必要报告调度室和监控室，征得容许后方可爆破作业，爆破作业时回风巷禁止有人（附图：放炮站岗示意图）。2、井下爆破工作必要由专职爆破员担任，爆破作业必要执行“一炮三检制”、“三人联锁爆破”制度，采用正向起爆。3、爆破员必要依照爆破图表进行爆破作业，对于不合格炮眼不得装药，并进行补打。4、不得使用过期或变质爆炸材料，不能使用爆破材料交回爆炸材料库。5、井下爆破作业时，必要使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管，必要使用安全级别不低于三级煤矿许用炸药。禁止使用黑炸药和冻结或半冻结硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用两种不同品种炸药。6、炮眼封泥应使用水炮泥，水炮泥外剩余炮眼某些应用粘土炮泥封严封实，禁止用煤粉、块状材料或其她可燃性材料作炮眼封泥。7、装药炮眼应当班爆破完毕。特殊状况下，当班留有尚未爆破装药炮眼时，当班爆破员必要在现场向下班爆破员交接清晰。8、爆破员使用爆破器通电后来拒爆时，爆破员必要先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定期间(使用瞬发电雷管时，至少等５min),才可沿线路进行检查，找出拒爆因素。9、解决拒爆、残爆时，必要在班组长指引下进行，并应在当班解决完毕。如果当班未能解决完毕，当班爆破员必要在现场向下一班爆破员交接清晰。解决拒爆时，必要遵守下列规定：①、由于连线不良导致拒爆，可重新连线起爆。②、在距拒爆眼0.3m处另打与拒爆炮眼平行新炮眼，重新装药起爆。③、禁止用镐刨或从炮眼中取出原放置起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无论有无残存炸药，禁止将炮眼残底继续加深；禁止用打眼办法往外掏药，禁止用压风吹拒爆(残爆)炮眼。④、解决拒爆炮眼爆炸后，爆破工必要详细检查炸落煤、矸，收集未爆电雷管。⑤、在拒爆解决完毕此前，禁止在该地点进行与解决拒爆无关工作。10、爆破前，将所有人员撤至安全地点,班组长必要亲自布置专人在警戒线和也许进入爆破地点所有通路上担任警戒工作。警戒人员必要在安全地点警戒。警戒线处应设立警戒牌、栏杆或拉绳。11、爆破员必要最后离开爆破地点，并必要在防突风门进风侧安全地点进行起爆。12、爆破先后爆破地点20m以内巷道必要洒水洗尘。13、爆破前必要对工作面所用工具及风筒、探头、风水管、电缆等进行妥善保护。14、剩余炸药、雷管必要返库登记备查，禁止乱扔乱丢。禁止任何人代替爆破员进行联线和爆破。15、爆破母线和连接线必要符合下列规定：①、煤矿井下爆破母线必要符合原则。②、爆破母线和连接线，电雷管脚线和连接线，脚线和脚线之间接头必要互相扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。③、巷道掘进时，使用固定爆破母线，并且通到风门以外爆破母线盒中。④、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道两侧。如果必要在同一侧，爆破母线必要挂在电缆下方，并应保持0.3m以上距离。⑤、只准采用绝缘母线单回路爆破，禁止用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。⑥、爆破前，爆破母线必要扭结成短路。16、爆破前，脚线连接工作可由通过专门训练班组长协助爆破员进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破员一人操作。爆破前班组长必要清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破员接到起爆命令后，必要先发出爆破警号，至少再等５s，方可起爆。17、爆破后，待工作面炮烟被吹散，爆破员、瓦检员和班组长必要一方面巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等状况。如有危险状况，必要先及时解决，然后方可安排施工。第四节防治水依照地质资料，本工作面正常涌水量为0.8m3/h，不影响生产。但必要执行如下办法：1、探防水要严格执行《煤矿安全规程》第二百八十五条～第二百九十四条规定。2、严格执行“有疑必探，先探后掘”原则。3、探巷期间，若钻孔有水流出，不准将钻杆拨出，用木楔将钻杆与探眼背紧，停止工作，撤出工作人员，及时报告调度室，采用办法，进行解决。4、探巷期间及掘进时，发现探眼中有水渗出、煤壁挂红、空气变冷、浮现雾气、顶板来压、顶板淋头水加大、底板鼓起或产生裂隙浮现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必要及时停止工作，采用办法，撤出工作面所有人员，及时报告调度室。5、在施工中若发现底板出水，应及时报告矿领导和关于部门，以便及时采用办法。第五节机电一、机电设备管理：1、加强机电设备管理,所有电气设备都必要有良好防爆性能,并由机电队长安排包机到人，班班检查,并作好记录备查，发现问题及时解决，保持设备台台完好。2、机电设备、电缆应妥善保护好，悬挂整洁、并经常检查。检修时，其上级开关必要停电闭锁挂牌，禁止带电作业。3、供电系统要做到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”，认真执行安顺煤矿高低压停送电制度，停电挂牌，专人负责停送电，声光信号应保持良好性能。4、机电设备安装要符合质量原则化原则规定，电气设备杜绝失爆，设备都要挂牌使用，开关台要上架。5、井下增减设备要请示，入井前要进行防爆性能检查，不完好不得入井。6、岗位司机要遵守各项操作规程，持证上岗。交接班要认真对机电设备进行检查，只有符合防爆原则才干使用，工作面不作业或无人时，机电设备要停电闭锁(风机除外)。7、停风后恢复送电前，必要先由瓦检员检查瓦斯浓度，风机及其开关附近10m内瓦斯浓度低于0.5%，并由瓦斯检查员容许后，电工才干送电。附：“三无、四有、两齐、三全、三坚持”详细内容：三无：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；四有：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；两齐：电缆悬挂整洁、设备硐室清洁整洁；三全：防护装置全、绝缘用品全、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，坚持使用瓦斯电和风电闭锁。8、巷道内行走，禁止手抓电缆。二、起吊、拖运设备及重物安全技术办法：1、起吊前，要认真检查起吊处周边环境，选用起吊梁有危险时，要加固牢固。2、起吊前，要检查起吊用品，使用绳套、链子等要有足够强度，插接牢固，螺丝上好，不合格起吊用品不准使用。3、起吊前，要选取起吊能力不不大于被起吊设备重量导链，选用完好棚梁、专用三角架或专用锚杆作起吊挂钩点，禁止用支护锚杆、前探梁环作起吊点。4、在巷道内起吊重物时，禁止使用巷道支护锚杆，必要重新施工起吊锚杆。5、起吊重物时必要检查固定楔及滑轮固定状况，起吊拉力与否满足安全规定，人员应站在安全地点。6、拖运重物时，必要有专人指挥，禁止损坏设备或伤人。7、选取强度不不大于导链悬吊点，系重物链条要用适当马蹄环螺丝扣紧。8、起吊时，要设专人指挥，专人观测顶板、起吊梁，操作人员应远离起吊梁及设备，其她人员要躲至安全地点。9、起吊时要缓慢拉紧导链，下放时要均匀缓慢落下，防止物件突然落下伤人。10、被起吊设备捆绑要牢固，钩头要挂稳妥，并找准设备重心。11、开始起吊时要先慢慢拉紧倒链，观测各处确认无误后，再将设备起高。12、起吊时禁止任何人站在设备下面及受力索具、棚梁附近通行或停留，并禁止将手脚伸到也许被挤压地方。13、起吊时，应垂直起吊，如必要斜拉时，要采用办法，防止拉绳套、链子等物件时打滑，防止拉歪棚梁。较大较重设备要采用多点起吊，以保证安全。14、起吊工作完毕后，要待设备放平稳后，方可摘掉钩头。15、起吊工作必要一次完毕，不能半途停止，否则要先放下设备再开工。16、起吊时，禁止把设备手把、接线嘴等作为起吊点起吊。第六节运输1、平车场推车时，必要依照车辆载重，由两名以上工人操作，且必要指定安全负责人，统一指挥。2、人工推车时，车辆要慢速运营，车辆停稳后，要及时用物品“掖”好车轮，以免车辆在惯性作用下，移动伤人。3、人工推车时，推车人员要注意车场内行人和两边物料安全距离，安全距离以内有人和物料，禁止推车。4、平巷人力推车时1次只准推1辆车，禁止在矿车两侧推车。相邻同向人力推两辆矿车，两车间距不得不大于10米；推车时必要时刻注意前方及左右，发既有人或障碍物时，以及推车接近道岔、弯道、巷道口、风门时，推车人必要及时发出警告，禁止放飞车。5、任何人禁止扒矿车、坐矿车。6、运送钢管、道轨等长形材料时应用平板车或花架车装运，并且捆绑牢固，运送时其附近禁止人员逗留，以防意外事故发生。卸长形材料时，人员要精力集中，由跟班领导或班组长统一指挥，协调统一，严防重物落地伤人。7、轨道铺设必要扣件齐全、牢固并与轨型相符，道轨轨距误差不不不大于50mm，轨道接头间隙不超过5mm，内错差和高低差不不不大于2mm；轨枕间距为1m，连接件齐全紧固有效。8、解决掉道车时必要指定一名有经验工人负责统一指挥，以防车辆挤压伤人。9、禁止放飞车，禁止无电放车，任何人禁止蹬钩。在斜巷起始点处悬挂醒目警示牌，设表达提高警灯警铃，其中部设立红灯信号，信号间距以巷道中任何位置均能看到红灯为准。10、斜巷提高时，必要声光信号齐全、可靠，信号装置必要上盘，并挂在帮上。坚持“行车不行人，行人不行车”制度和“三固定四保险”。11、禁止设备带病运转和无信号运送。12、班班坚持对运送路线检查，发现问题要及时解决，保证正常运送。13、人员必要持证上岗。14、矿车间连接，必要使用原则链环和防脱销子。15、所有挡车装置必要经常关闭，放车时方准打开。16、巷道内施工用机电设备必要距轨道保持不不大于400mm距离，保证车辆安全通行。17、禁止向矿车内装大块矸石，且矿车内矸石不得超过车内沿。矿车装矸后，推车工必要将矿车内矸铲平，否则不准提高或者下放矿车。下放车辆前及时清理轨道上浮矸，防止矿车掉道。18、下放重车