第一章 概况
第一节 概述
一、巷道名称、位置及相邻巷道的关系
本《作业规程》掘进巷道为首采面1904胶带顺槽，位于9#煤层中，在皮带大巷、轨道大巷东面，其北面、南面是未开采区，西面到井田边界保护煤柱线。
地面地面标高+1110-+1237m，井下标高+1005-+1065m；地面相对
位置在义里村以东，地表大部分为草地及农田，无其他建筑，盖层厚度为95-172m。
二、掘进目的及用途
1904胶带顺槽是一采区首采工作面的胶带运输巷，是首采工作面的煤炭运输、工作面进风及综采设备列车存放的主要巷道。
三、巷道设计长度和服务年限
1904胶带顺槽设计长度270.3m，服务年限6个月。 四、预计开竣工时间。
预计开工时间2013年9月21日。 预计竣工时间2013年10月25日。
附图1-1-1：巷道布置平面图
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大雁矿1904胶带顺槽掘进作业规程
第二节 编制依据
一、《古交市镇城底镇雁门煤矿综合机械化采煤升级改造初步设计说明书》，山西省煤炭工业局 “晋煤行发[2007]111号”批复；
二、1904工作面掘进地质说明书（2013年8月30日下发）； 三、《煤矿安全规程》2011年版及相关补充规定、《煤矿岗位技术操作规程》；
四、山西华润煤业批准的年度生产接替计划（2013年5月-12月）； 五、《1904回风、运输顺槽、切眼平、剖、断面图及材料消耗表》，（山西文龙煤矿工程设计有限公司于2013年月8编制）；
六、《1904胶带顺槽掘进工程施工通知单》；
七、《山西省煤矿(井工)安全质量标准化标准及考核评级办法》； 八、《大雁矿探煤孔地质总结》；山西省煤炭工业局文件“晋煤行发[2003]121号；
九、《煤矿防治水规定》；
十、《大雁煤矿2013年安全生产应急救援预案》； 十一、《山西华润煤业技术管理规定》；
十二、《1904回采工作面掘进局部通风设计》（通风科2013.9.5）； 十三、《大雁煤矿安全管理制度汇编》； 十四、《煤炭工业设计规范》（GB50215-2005）； 十五、《煤矿井底车场硐室设计规范》（GB50416-2007）； 十六、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GB50086-2001）； 十七、《煤矿巷道断面和交岔点设计规范》（GB50419-2007）； 十八、《煤矿井巷工程施工规范》（GB50511-2010）； 十九、大雁煤矿提供的技术资料；
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第二章 地面相对位置及地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
表1 井上下对照关系情况表
水平、采区 地面标高 地面的相对位置地面相对位置在义里村以东，地表大部分为草地及农田，无其他建筑物、小井及建筑，盖层厚度为95-172m。 其它 井下相对位置及1904胶带顺槽，位于9#煤层中，在皮带大巷、轨道大巷东面，其四邻关系 北面、南面是未开采区，西面到井田边界保护煤柱线。 本工作面水文地质条件简单，工作面煤层底板标高高于奥灰静止水位标高，属非带压开采。上覆8#煤层顶板石灰岩水裂隙淋水是采空区的水、火、工作面的主要充水水源，随工作面的掘进，顶板裂隙增加，石灰瓦斯等对工程的岩水裂隙淋水会沿顶板裂隙和锚杆、锚索孔流入工作面内。正常影响 情况下，工作面仅有淋水、滴水现象，预计工作面正常涌水量为5-10m3/d,最大涌水量为15m3/d。 一水平一采区 +1110- +1237m 工作面名称 工作面标高 1904胶带顺槽 +1005- +1065m
第二节 煤(岩)层赋存特征
1904工作面所采煤层为9#煤层，位于太原组下段上部，上距8#
煤层6.0m。煤层厚度为3.6—4.2m，平均3.9m，为复杂结构之中的中厚煤层，一般含夹矸2-4层，夹矸厚度0.05-0.20m。工作面煤层整体呈一个单斜构造，大致由西向东倾斜，倾角为10°。
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9#煤伪顶为黑色砂质泥岩，含大量植物根部化石，局部伪顶发育，厚底约0-0.5m；直接顶由黑色砂质泥岩、炭质组成，局部夹杂少量黑色泥岩，含大量植物根部化石，厚度4-6m；老顶为黑色砂质泥岩，含大量植物根部化石，厚度2.5-3m；底板为黑色粉砂岩，厚度3.31m。
表2 煤层特征情况表
指 标 煤层厚度(最小一最大／平均)／m 3.9 煤层走向 煤层倾角 煤层硬度（f） 煤层层理(发育程度) 煤层节理(发育程度) 煤的自燃 绝对瓦斯涌出量／(m3〃min—1) 煤尘爆炸指数％ 30°-35° 7-13° 1—3 较发育 较发育 属三类 0.19 24.8 镜煤 参 数 3.6—4.2 备 注 本层以暗型煤为主，次为亮煤、煤层顶底板情况见表3。
表3 煤层顶底板情况表
名 称 老顶 顶板 直接顶 伪顶 底板 岩石类别 厚度（m） 砂质泥岩 2.5-3 砂质泥岩 4-6 泥岩 粉砂岩 0-0.5 3.31 岩性特征 老顶为黑色砂质泥岩，含大量植物根部化石。 由黑色砂质泥岩、炭质组成，局部夹杂少量黑色泥岩，含大量植物根部化石。 黑色砂质泥岩，含大量植物根部化石，局部伪顶发育。 黑灰色粉砂岩。 附图2-2-1：煤岩层综合柱状图
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第三节 地质构造
1904工作面地质构造比较简单，根据地质说明书可知：1904胶带顺槽在掘进到100-105m处，可能遇到一条落差8-10m的正断层，对掘进影响较大。
附图2-3-1：地质平面图 附图2-3-2：地质剖面图
第四节 水文地质
1904工作面水文地质条件简单，工作面煤层底板标高高于奥灰静止水位标高，属非带压开采。上覆8#煤层顶板石灰岩水裂隙淋水是工作面的主要充水水源，随工作面的掘进，顶板裂隙增加，石灰岩水裂隙淋水会沿顶板裂隙和锚杆、锚索孔流入工作面内。正常情况下，工作面仅有淋水、滴水现象，预计工作面正常涌水量为5-10m3/d,最大涌水量为15m3/d。
石灰岩裂隙滴淋水是工作面充水的主要因素，在施工坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。工作面须配备排水能力不小于3m3/h的排水设备。
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第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
一、巷道布置
1904胶带顺槽布置在9#煤层中，位于皮带大巷、轨道大巷东面。在皮带大巷约320m拨门，方位115°14′。拨门施工前34.3米按坡度2°44′下山施工；中部50.1m按13°46′的下山施工，后185.9m按10°2下山施工。巷道设计总长度270.3m。
1904胶带顺槽设计为矩形断面，正常情况下采用锚网支护，局部顶板破碎带可选用锚索进行补强支护。在工作面掘进离轨道大巷40m（大巷保护煤柱）之后，靠近回采侧采用玻璃钢锚杆和阻燃的塑料网片支护。
表4工程量统计表
名 称 序 号 距离（m） 支护形式 断面（m2） B1-B2 1904胶B2-B4 带顺槽 B4-B5 合计 185.9 锚网索 270.3 9.66 -10°2 9# 中、腰线施工 50.1 锚网索 9.66 -13°46′ 9# 科给定的34.3 锚网索 9.66 坡度 -2°44′ 煤层 9# 备注 严格按地测二、特殊地点的施工
根据设计图可知1-2段为平巷施工，施工时要破顶作业；2-3段按18°下山施工，3-4段施工跟到煤顶。施工时严格按地测部门所给中腰线施工。
附图3-1-1：巷道平、剖面图
附图3-1-2：巷道开口大样图
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第二节 矿压观测
一、观测对象：1904胶带顺槽顶板。 二、观测内容：
1、用锚杆拉力计（ML-20），扭力矩扳手（YDC-250∕120A）对顶、帮锚杆的锚固力、扭力矩实施抽查检测。
2、用顶板离层监测仪观察顶板位移量。
表5顶板观测表
序号 观察项目 观察目的 观察方法 1 巷道浅部顶板下沉量 2 巷道深部顶板下沉量 3 锚索载荷 顶层0～4ｍ岩层变化量 观察浅层离层仪读数 顶层4～6ｍ岩层变化量 观察深层离层仪读数 是否达到设计要求 使用YCD-180型千斤顶 观察压力表读数 逐渐加大测量数值到设计数值，观察其是否松动 4 锚杆、锚索压力表读数 是否超过设计要求 5 锚杆拉力计、扭力矩扳是否达到设计要求 手对顶、帮锚杆的锚固力、扭力矩 三、测点布置、观测时间
1、测点布置：正常情况下，每隔100ｍ在巷中安设一组顶板离层仪。遇地质构造时变化，在构造前后5ｍ的位置各安设一个测点。
2、观测时间：安装顶板离层监测仪处要悬挂监测管理牌板，离层仪安设后由专人进行观测并填写，第一周内每班一次，第二、三周内每天一次，第四周后每旬一次。
四、 数据处理
各矿压测站的数据采集由本队技术员或当班验收员负责采集，并由技术人员负责将采集的数据记录到矿压监测台帐上，通过边施工、边观测，及时对测量的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到
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设计和施工中去，从而不断修改设计、补充措施、指导施工，如果矿压显现明显，必须向生产技术部汇报，并提供相关数据和原始记录，由生产技术部负责制定方案加强支护。
第三节 支护设计
一、巷道断面
根据矿方提供的1904回风、运输顺槽切眼平剖断面及材料消耗表，其巷道断面参数如下：
矩形断面，净宽4.2m,净高2.3m，断面：9.66m2；
二、支护参数设计 （一）临时支护
临时支护采用锚杆配合槽钢进行支护，每根槽钢分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用木托梁（2000mm³200mm³150mm）维护，木托梁两端伸出前探梁不小于200mm。前探梁10#槽钢，4m长3根，吊挂采用φ18钢筋作成吊环（吊环为矩形，在吊环上面焊制一个与锚杆配套的螺母），吊环规格为150mm³100mm。
（二）临时支护工艺、工序及要求：
1、操作人员站在正式支护下，用不小于2.0m长柄工具处理好顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶。人员站在永久锚杆支护下。挂连一片顶网。顶网连好后，在紧靠工作面两排锚杆上好吊卡。施工人员及时顶起网，前移前探梁。前探梁上及时用木板梁护顶，板梁与前探梁用木楔背紧。穿前探梁时，必须有人监护顶板及煤帮，顶板维护好后，由外向里打锚杆。
2、上前探梁时，不少于5人，一人观察顶板并协调指挥，2人顶起网，2人穿前探梁。
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3、前探梁移到工作面后，在最后一个吊卡的上面用木楔与槽钢背紧。
4、加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里加强帽柱支护后方可继续施工。
5、打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打齐其它锚杆后，退出前探梁在打剩余锚杆，必须是打齐所有顶锚杆后，再打帮锚杆。 （三）永久支护采用锚网支护
1904胶带顺槽全部采用锚网支护，锚杆使用φ20³2000㎜左旋螺纹，间、排距为800³800㎜，托盘使用150³150³8㎜铁托板，锚固剂使用CK2360，每根锚杆使用2支锚固剂，锚固力不低于50KN。顶板不完好较破碎时，增加锚索加强支护。锚索使用φ15.24³6300㎜钢绞线，间、排距为2400³2400㎜，锚固力不低于100KN。最大控顶距1.2m，最小控顶距0.2m。 （四）支护设计验算： 按悬吊理论计算锚杆参数 1、锚杆长度计算： L=KH＋L1＋L2
式中：Ｌ—锚杆长度，ｍ； Ｈ—冒落拱高度，ｍ； Ｋ—安全系数，一般取２；
Ｌ1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m； Ｌ2—锚杆外露长度，一般取0.1m。 H=B/2f
B—巷道掘进跨度，取4.2m；
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f—普氏岩石坚固性系数，取4 其中：H=4.2/2f=4.2/（2³4）=0.525m 则：L=2³0.525+0.5+0.1=1.65m 施工时取L=2.0m可满足要求。 2、锚杆直径的确定：
根据公式D=L/110=2000/110=18.18mm。 施工时取D=20mm，能满足要求。 3、锚杆间、排距计算：
根据公式d≤0.5L=0.5³2000=1000mm。 施工时间排距取800mm，能满要求。 4、锚杆支护密度校核验算：
（1）沿巷道掘进方向顶板选取4.2m（最大掘进宽度）的支护断面进行验算，锚杆支护密度为800mm³800mm，则该范围内有5排共计45根锚杆（每根锚杆设计锚固力为50KN），因此总锚固力为：F总=45³50/9.8=299.5t。
（2）该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为2.3g/cm3）为：G围=5³4.2³2³2.3=96.6t。 （3）F总﹥G围，故所选支护密度适合。
通过以上计算，选用直径20mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为800mm³800mm能满足支护要求。 （五）特殊说明的事项
在巷道帮顶破碎锚杆支护不能达到设计要求时，可根据情况使用锚索加强支护。
锚索支护参数的确定： 1、 锚固长度La La≥fst/πfcs d1
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=（1860/3.14³10）³15.24=902mm； 设计锚固长度1800mm＞902mm 式中：d1—锚索钢绞线之径，15.24mm；
fst—钢绞线抗拉强度，1860Mpa；
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算； 2、 锚索间排距 L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm； 设计间排距2.4m＜3.3m； 式中：L—锚索孔深度，mm；
S—锚索间距，m； 3、 锚索锚固力P P1≥P≥P1/K或P2/K P≥200/1.5=133.3KN；
锚索锚固力P≥设计锚固力100KN，符合要求； 式中：P—设计锚索锚固力，100KN；
P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN； P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，取200KN； K—安全系数，取1.5； （六）支护材料及要求
（1）锚杆材质为左旋无纵筋螺纹钢，规格为φ20mm³2000mm。间排距为800³800mm。用2支CK2360锚固剂固定。帮锚杆锚固力不小于50KN，顶锚杆锚固力不小于70KN,预紧力矩为100N²m。
（2）锚索材质为钢绞线，规格为φ15.24mm³6300mm。间排距为2400³2400mm。锚索用3支CK2360锚固剂，锚固力不小于100KN,预紧力矩为150N²m。
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（3）锚杆托盘规格为150mm³150mm³8mm，锚索托盘规格为300mm³300mm³10mm。托盘要密贴层面。
（4）钢筋网规格为φ6钢筋：长2000³宽1000mm，网孔100mm³100mm。搭接长度100mm，14#铁丝双丝双股绑扎牢固，钢筋网必须紧贴煤壁，钢筋网与钢筋网之间必须做到逢眼必联。 （5）锚固剂为CK2360。
附图3-3-1：巷道断面图
附图3-3-2：临时支护平、剖面图
第四节 支护工艺
一、锚杆（网）支护 （一）锚杆的施工要求
1、锚杆的布置在断画图上是放射形，展成平面图为菱形。 2、锚杆方向。首先点好眼位。眼的角度应垂直巷道顶帮所在的平面，凡角度小于75°的锚杆为不合格锚杆。
3、锚杆眼深度。锚杆眼深度都必须一致。
4、眼打好后必须用高压风吹洗眼内的煤（岩）粉、碎块、积水。 5、保证锚杆具有实际锚固力。托板紧贴岩面，并拧紧螺母。 （二）钻锚杆眼
1、钻锚杆眼前必须先敲帮问顶。
2、看线量边，检查有无欠挖部位。钻锚杆眼前，必须看好中腰线，根据巷道的设计断面，检查是否符合设计要求，有无欠挖部位，有欠挖部位时，要先处理好后再钻锚杆眼。
3、标定锚杆眼的位置。根据巷道的中线和腰线与设计的锚杆排间距，在岩面上标定出锚杆眼的位置，并找平锚杆眼周围的接触面。
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4、在钎子上标定出锚杆眼深度的位置，为保证锚杆眼深度和锚杆长度相吻合，防止出现锚杆眼过深或过浅，打眼前，必须根据设计的锚固深度，在钎子上标定出眼深的位置，或者选择与锚杆长度相等的钎子杆。
5、若现场围岩裂隙发育时，要根据现场情况调整锚杆布置参数，适当缩小锚杆的排间距，并使锚杆眼的方向与煤（岩）层面或主要裂隙间成较大角度布置。要先打顶部锚杆眼，并且打一个，锚一个。
6、锚杆眼的检查。打完锚杆眼后要对锚杆眼的排间距、角度、深度进行检查。
（1）凡是锚杆眼排间距大于允许误差的要重新打眼。 （2）锚杆眼深度大于设计要求的要用碎石垫至设计深度，深度小于设计要求的要重新打眼至设计深度。
（3）锚杆眼应与层面或主要裂隙面成较大角度布置，当层面或裂隙不明显时，应与巷道周边垂直，或不小于75°。
（4）检查合格后方可安装锚杆。 （三）锚杆的安装施工
1、安装前要检查锚杆孔的深度，检查杆体零件是否齐全，锚固剂是否完好，有无变质现象。药包如有破损结块，少量者可除去硬块继续使用，有大硬块者不能使用。
2、安装前必须用压风吹扫眼孔内的积水和煤（岩）粉，以免影响药包和孔壁的粘结。
3、装送锚固剂时要逐支进行，缓缓推进。
4、安装时，应在杆体上做出孔深标记，先将药包送入孔内，再把杆体插入孔中将药包推送到孔底，然后在杆体尾部套上锚杆钻，转动捅破药包搅拌，同时把杆体均匀推至孔底。搅拌时间为30ｓ左右，
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搅拌时间过长反而会破坏胶凝，时间太短则搅拌不匀，影响胶凝化。锚杆过程中安装不得中断，应一锚到底。
5、安装完毕时，为避免在胶凝期间杆体自重下滑，在取下锚杆钻之前，可用木楔或矸石在孔口楔紧杆体。安装后15分钟，固化程度达40﹪-80﹪最终强度时，在杆体下端安装托板，并用力矩扳手拧紧螺母。
6、锚杆眼必须按设计打眼，按规定眼深进行试孔。为了保证锚固质量，一定要把锚杆眼清理干净。
7、注意事项：
（1）必须按设计的排、间距、位置、深度、角度等打眼，确保锚杆眼的质量。
（2）为保证药卷质量，使用时，用多少，取多少，随用随取，最好用专用箱子取运。
（3）一根锚杆需2支药卷，特殊情况下可以加3支，以确保质量，提高安全性。
（四）质量检查
锚杆质量的检查应按质量标准和检查办法进行，除检查锚杆的成品、材质、安设间距、排距、孔深和托板，更重要的是作锚固力试验，每安设300根锚杆，做锚固力拉拔实验一次。如锚固力不符合设计要求，则要重新安装或补打锚杆。
锚杆锚固力实验用ML-20型锚杆拉力机进行。实验时要注意以下几点：
（1）安装锚杆拉力机时应保持受力方向与杆体一致。 （2）加载时要匀速缓慢，以免影响试验的准确性。
（3）拉拔设备应固定牢靠，并有安全保护设施。试验时把空心千斤顶套入锚杆尾部，随后将高压胶管与手摇泵连在一起，远距离操
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作。拉拔实验时，除检验锚固力外，在规定的锚固力范围内要求锚杆的拉出滑移量不得超过10 mm。
（五）锚杆支护工序安排与支护要求、质量要求和安全措施 1、支护工序
敲帮问顶→铺联网→临时支护→锚杆安装。 2、 支护要求
（1）巷道施工遇破碎地段时，可向矿请示，更改支护方式。 （2）锚杆头螺纹部分或杆体必须清洁干净，不得有氧化皮，保证锚固质量。锚杆长度必须符合规程要求。
（3）顶、帮锚杆必须按排距要求安装到位。控顶距离必须符合规定。
3、锚杆支护质量要求
锚杆安装牢固，托板密贴岩面、不松动锚杆的拧紧扭矩不得小于100N.m；锚杆的抗拔力设计为50 KN，实际不得小于设计的90﹪，锚杆的间排距允许偏差为±100 mm，锚杆孔深允许偏差为0～+50 mm，锚杆角度不应≤75°mm，锚杆外露长度10～40 mm。
4、铺网的质量要求
（1）网长边垂直巷道，直线铺设，相邻网必须搭接，搭接长度不小于100mm，14#双股铁丝连接。
(2)各巷道开口处，帮网要连接要合格，帮锚杆要紧贴煤帮，抹角处空顶距超过300mm时要补打顶锚杆进行维护。
5、锚杆支护安全技术措施
（1）找顶帮悬矸要站在相对高处用长把工具找下，防止悬矸随工具把滑下伤人。
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（2）找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。
（3）找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。
（4）打眼时，必须站在支护完整的地点或临时支护下面操作。 （5）当发现冒顶征兆，而当时又难以采取措施防止顶板冒落时，要迅速离开危险区域撤退到安全地点。
（6）支护过程中必须对支护地点的电缆、风水管线、风筒及机电设备进行保护。
（7）严禁磕碰锚杆钻机支腿。 （8）锚杆钻机支腿有裂纹时严禁使用。
（9）操作前所有操作控制开关，都应处在“关闭”位置。 （10）所有通气通水管路确保清洁度。 （11）按标志牌所示连接气路、水路。 （12）严禁用手触摸旋转的钻杆。
（13）操作锚杆钻机时，应带防护罩以隔离噪音。 （14）严禁在钻机下衬垫木料。
（15）推进速度和推进力要适度，防止卡钻，损坏钻杆、钻头。 （16）当钻机收缩时，手不要按在支腿上，防止挤手。 （17）钻进过程中，钻杆不得与钻机相对倾斜。
（18）用操作臂可以拧紧锚杆螺母，使钻孔、搅拌、安装螺母一体化，但使用力量要适度，否则会损坏输出轴与内六方套。
（19）钻进过程中，水流不可中断。
（20）操作者应远离钻孔中心线，以防钎杆折断时发生意外。 （21）冲洗水压力超过4Mpa时，应在输水管路上装减压阀。
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（22）钻孔结束后，用水冲洗干净，并远离工作面，安放位置要正确，禁止平放及摔砸。
二、锚索（网）支护 （一）锚索的施工要求 1、根据设计布置好锚索位置。 2、锚索角度应垂直巷道顶所在的平面。 3、锚索眼深度要符合要求。
4、眼打好后必须用高压风吹洗眼内的(煤)岩粉、碎块、积水。 5、保证锚索具有实际锚固力。 （二）打锚索眼的操作要求
1、竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内，观察围岩，定好眼位，使钻机和钻杆处于正确位置。钻机开眼时，要扶稳钻机，先升气腿，使钻头顶住岩面，确保开眼位置正确。
2、开钻。操作者站在操作臂长度以外，分腿站立保持平衡。先水，后开风。开始钻眼时，用低转速，随着钻孔深度的增加，调整到合适转速，直到初始锚孔钻进到位。在软岩条件下，锚杆机高速钻进，要调整气腿推进力，防止糊眼；在硬岩条件下，锚杆机用低转速钻进要缓慢增加气腿推进力。
3、退钻机，接钻杆，完成最终钻孔。
4、锚索眼必须与巷道岩面垂直，眼深误差±50mm。 5、锚索打眼完后，先关水，再停风。 （三）安装、锚固锚索。
1、检查锚索眼的质量，不合格的及时处理。 2、把锚索末端套上专用驱动头，拧上导向管并卡牢。 3、将3支CK2360锚固剂用钢绞线送到锚索孔底。
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4、锚杆机进行搅拌，将专用驱动头尾部六方插入锚杆钻机上，一人扶住机头，一人操作锚杆机；边推进边搅拌，前半程用慢速后半程用快速，旋转约30s。
5、停止搅拌，但继续保持锚杆机推力约1min后，缩下锚杆机。 6、卸下专用驱动头和导向管，装上托盘、索具，并将其托盘至紧贴顶板的位置，把张拉油缸套在锚索上，使张拉油缸和锚索同轴，挂好安全链，人员离开，张拉油缸前严禁有人。
7、开泵进行张拉并注意观察压力表读数，分级张拉，分级方式为0→30kN→60kN→90kN→100kN。达到设计预紧力或油缸行程结束后，迅速换向回程。
8、锚索外露100-250mm。
9、锚索（杆）的安装质量执行《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》（试行）第7.2.4、7.2.5、7.2.6条的有关规定。
10、锚杆锚索的安装工艺及要求执行《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010的有关规定。
三、支护工序
巷道施工时，如遇岩石较硬，可采用爆破配合综掘，综掘采用EBZ-132掘进机沿煤层顶板截割并自行装煤。顶部掘完后，首先敲帮问顶，临时支护，然后按照先顶后帮的顺序打锚杆（索）挂网。
1、开机前准备→掘进机割、装、运→运料、清理浮煤→临时支护→锚网索→下一个割煤、锚索支护循环。
2、施工准备→敲帮问顶→临时支护→打眼、爆破、清理浮煤→临时支护→布孔、钻孔、清孔→放入锚固剂、插入杆体→搅拌→挂网→紧固→下一循环。
四、施工设备的检查
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1、施工前要备齐钢绞线、锚固剂、托盘、索具等支护材料和锚杆钻机、套钎、锚索专用驱动头、张拉油缸、高压油泵、力矩扳手等专用机具及常用工具。
2、锚杆钻机的检查
（1）检查所有操作控制开关，所有开关都应处在“关闭”位置。 （2）检查油雾器工作状态，确保油雾器充满良好的润滑油。 （3）清洁风水软管，检查其长度及与锚杆机连接情况。 （4）检查锚杆机械是否完好。 （5）检查是否漏水，及时更换水密封。
（6）安装钻杆前检查钻头是否锋利，检查钻杆中孔是否畅通，严禁使用弯曲的钻杆打眼。
3、检查工作面的安全情况
打锚索眼前应敲帮问顶，检查施工地点围岩和支护情况。并根据锚孔设计位置要求，确定眼位，做出标志。确认工作面安全后，方可开工。
五、施工安全注意事项
1、检查施工地点的支护状况，严防片帮、冒顶伤人。 2、遇到节理、裂隙发育，顶板破碎时，应先进行临时支护，确认安全再进行打眼。
3、打眼时，要注意观察钻进情况，有异常时必须立即闪开，防止断钎伤人。钻机5m内不得有闲杂人员。
4、锚索张拉预紧力应控制在100KN以上，锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。张拉时发现锚固不合格，必须进行补打。
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5、施工前，检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修刮板运输送机、带式输送机及延伸带式输送机，对喷雾装置进行检查，确保使用可靠。
6、在施工中，如遇水文地质异常、煤层顶板破碎、冒顶等特殊情况，要根据现场实际情况，编写补充安全技术措施。
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第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、施工方法
采用EBZ-132综掘机沿9#煤层顶板施工，采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业，锚网（索）紧跟工作面。
二、井下拨门至轨道大巷的施工方法
1、由地测科标定巷道中、腰线，严格按中、腰线施工。 2、施工前31.9m时控制好腰线，破顶时，可采取爆破作业，永久支护要紧跟迎头。
3、支护材料准备充足，存放在合适的位置。 三、特殊条件下的施工方法
根据设计图可知，1904胶带顺槽从轨道大巷顶部穿过，离轨道大巷最近处不到2m，施工接近此处时，首先对轨道大巷交叉段6m范围内的支护进行加固，对交叉处的顶板采取特殊支护方式进行处理，确保运输、行人安全。具体见《轨道大巷交岔段加固安全技术措施》
附图4-1-1：交岔处平面图 附图4-1-2：交岔处剖面图
第二节 凿 岩 方 式
一、掘进方式
1、拨门或岩石较硬的巷道采用爆破配合掘进，其余巷道使用EBZ-132型掘进机沿煤层顶板截割并自行装煤，经SGB-40T刮板运输机、DSJ80皮带机运至皮带大巷。
2、打眼支护使用MQT-120型气动锚杆钻机，护帮时使用ZQS-50/2.0S风煤钻(或YT-28型风钻）。主要技术特征见下表。
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表6 MQT-120锚杆机主要技术特征表
技术特征 工作压力 额定转矩 转 速 输出功率 空载转速 耗气量 噪音 启动转矩 参 数 0.4-0.63MPa 130N.m 240r/min 3.2Kw ≥620 r/min 5.3 m3/min ≤98db(A) 250N.m 技术特征 整机最大高度 整机最小高度 推进行程 空载推进速度 钻孔直径 冲洗水压力 适应岩石硬度 生产厂家 参 数 3657±50mm 1450±50mm 2207mm 2s/m φ32 0.6-1.2 MPa f≤8 山东济宁 表7 YT-28风钻主要技术特征表
技术特征 工作压力 冲击频率 气管直径 水管直径 钎头直径 气 量 缸 径 活塞行程 参 数 0.5-0.66MPa ≥135Hz 25mm 13mm 34-42mm ≥81L/s 80 mm 60 mm 技术特征 机 重 机 长 气腿规格 气腿长度 推进行程 气腿缸径 质量 参 数 26Kg 661mm FT160BC 1800mm 1365mm 65mm 16.69kg 钎尾规格（六方x长度） 22x108±1 表8 ZQS-50／2.0S型气动手持式帮锚杆钻机主要技术特征
技术特征 工作压力 额定转矩 额定转速 动力启动转矩 动力失速转矩 空载转速 参 数 0.4-0.63MPa 55N.m 440r/min 77N.m 80N.m 1300 r/min 技术特征 耗气量 机 重 钻尾尺寸） 冲洗水压力 噪 声 适应岩石硬度 参 数 5.2 m3/min 14.5㎏ S=19.23㎜ 0.6～1.2 Mpa 100dBA f≤6 二、施工工艺
1、检修前准备—检修掘进机各部位、加油、更换截齿；检修皮带机—运料—正常掘进；
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2、开机前准备—掘进机割、装、运—运料、清理浮煤—临时支护—锚网（索）--下一个割、锚网（索）支护循环。 3、掘进机截割工艺
采用横向往复循环截割方法，截割头逆时针旋转，等整个系统正常后，按操作顺序图将截割头对准工作面左下角缓慢前移进刀，截割头钻入后，将铲板放下紧贴底板作为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下作为后支撑点进行截割，要求顶板弧形截割，两帮垂直截割，司机在截割过程中要注意调整截深，避免机组过负荷运转，巷道一次性割够规定断面的设计尺寸。
4、采用掘进机喷雾装置进行降尘，扒装前静压洒水的方法降尘。 5、掘进机截割顺序见附图4-2-1。
附图4-2-1：掘进机截割顺序图
第三节 爆破作业
1904胶带顺槽拨门处B1-B2、B2-B4需要破顶施工，由于岩石较硬，采取炮掘配合施工。根据巷道断面大小及煤岩的赋存状态，选择相应的辅助眼、周边眼、掏槽眼。
一、爆破器材
使用矿用乳化炸药，规格为φ25㎜³200m,质量为0.2kg；雷管使用毫秒延期电雷管引爆，毫秒延期电雷管的最后一段延时不超过130ms；使用MBF-200型隔爆电容式启爆器启爆。
二、爆破作业
1、开口5m时采用放震动炮作业施工，药量减半。 2、巷道断面爆破时均采用正向装药一次起爆。
3、断面共布置28个炮眼，炮眼直径42mm。其中掏槽眼3个，眼深2.0m；辅助眼3个，眼深1.8m；帮眼8个，眼深1.8m；底眼7个，眼深
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1.8m；顶眼7个，眼深1.8m。
4、装药时必须使用水炮泥，水炮泥之外剩余部分必须用粘土炮泥封实，炮泥封口长度不得小于0.5m。
5、联线
采用串联方式联线。放炮母线长度在该巷直巷段必须拉够100m，拐弯段拉够70m，放炮母线要随用随挂，并经常检查，若有损坏必须立即更换。
6、放炮前派专人在警戒点进行警戒，工作面所有人员撤离至警戒点外，在警戒点安全距离外必须安装压风自救系统，放炮时必须打开该系统，放炮期间禁止任何人警戒范围内。放炮15min后必须检查CO浓度，在CO浓度低于24ppm时人员方可进入工作面。
附图4-3-1：炮眼布置正、侧、俯三视图及爆破说明书 附图4-3-2：炮眼装药结构示意图
第四节 装载与运输
一、煤矸运输方式
1904胶带顺槽使用EBZ-132型掘进机沿煤层顶板截割并自行装煤，经SGB-40T刮板运输机、DSJ80皮带机运至SP-800皮带大巷，经大巷皮带机、刮板运输机至煤仓，经主斜井皮带运至地面。
装载设备运输方式见表9。
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表9 装载设备运输方式表
序1 2 3 设备 掘进机 刮板机 皮带机 型号 EBZ-132 SGB-40T DSJ80 数 量 1 1 1 安装位置 固定方式 运输距离 1904胶带顺槽 机头机尾锚杆锚固 1904胶带顺槽 1904胶带顺槽 机头锚固,机尾打压50m 车柱 机头锚固,机尾打压270m 车柱 号 名称 掘进机技术特征见表10。
表10 EBZ-132型掘进机主要技术特征表 技术特征 主要参数 技术特征 外 形 尺 寸 9.1×2.6×1.525m 截割范围 (长×宽×高) 截割头最大外径 1m 铲板装在形式 截割长度 截割头转速 行驶速度 适应坡度 生产能力 卧底深度 截割硬度 牵引力 地 隙 截齿头形状 总 重 量 截齿型式 截割头伸缩量 喷 雾 截割电动机型号 总 功 率 电 压 采 高 0.95m 47(23)r/min 0-7.6m/min ±18° 3.5m3/min 0.25m ≤70MPa ≥200KN 0.24mm 圆锥台形 38T 镐形截齿 0.52mm 内外喷雾 YBUD-132/75-4/8 218Kw 1140/660V 2.675-4.6m 液压马达型式 星轮转数 液压马达功率 铲板卧底 第一运输机形式 液压马达型式 液压马达功率 运输能力 涨紧形式 行走形式 履带宽度 行走速度 对地压强 液压马达型式 液压马达功率 张紧形式 外来水量 总 重 量 主要参数 高度：202~4.48 宽度：3.0~5.04 三齿星轮 （液压马达驱动） 低速大扭矩（2台） 3.5 r/min 10.59×2 250mm 边双链刮板式 低速大扭矩（1台） 14.2×1 4 m3/min 油脂缸涨紧 履带式 （液压马达驱动） 520mm 0~7.6（低-高） 0.13MPa 轴向锥形柱塞（2台） 18.4×2 液压缸张进 120L/min 38T 刮板运输机技术特征见表11。
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表11 SGB-40T型刮板运输机主要技术特征表 技术特征 出场长度 输送量 链 速 电机型号 电机功率 电 压 行驶速度 液力耦合器 注水量 链条规格 链条破断负荷 主要参数 100m 150t/h 0.86m/s DSB-40 40 Kw 660/380V 0-19.8m/min YL-400A 9L Φ18×64 350KN 技术特征 链条中心距 链条形式 链条质量 中部槽尺寸 水平弯曲 垂直弯曲 紧链方式 减速机型号 速 比 总 重 量 生产厂家 主要参数 500mm 双边圆型链 18.8kg/m 1500×620×180 3° 3° 摩擦制动 JS40 24.564 17.6T 山东中矿公司 皮带运输机技术特征见表9。
表12 DSJ80/40/2×90型皮带机主要技术特征表
技术特征 输送长度 输送量 带 速 输送带 贮带长度 传动滚动直径 转向滚动直径 托辊直径 铰接托辊槽形角 主要参数 1300m 400t/h 2.0m/s 类型：PVG800S 宽度：800 100m 630mm 400mm 89mm 35° 技术特征 电机型号 转 速 电 压 液力耦合器 减速机型号 速 比 张紧绞车型号 绳 速 牵引力 主要参数 YBS-90 1475 r/min 660/380V YOX11-500 JS-75 24.564 YBJ-7.5 4.77-7.67 m/min 9KN 附图4-4-1：运输系统示意图
第五节 管线及轨道敷设
一、管线吊挂
风水管敷设在人行道一侧，电缆钩固定在底板以上1.6m处，每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm。风管固定在底板以上0.6m处，水管固定在底板以上0.4m处，接口严密，不得出现漏水、漏风现象。风、水管距工作面20m范围内使用胶管，沿途使用DN50铁管，风、水管要及时延接，每隔50m加三通和闸门。电缆挂在皮带机里侧，巷帮第二排锚杆下，高压在下，低压在上，电缆间距按50-100㎜悬挂。
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风筒吊挂在非人行道一侧，底板以上2.1m处，逢环必挂、两靠一直（靠帮、靠顶、平直）
表13工作面风筒、风管、水管、缆线及轨道的铺设 序号 1 2 3 4 名称 风管 水管 电缆线 风筒 规格型号 DN75 DN50 MYP3x25+1X16 Φ600 单位 m m m 米 数量(m) 吊挂方式 370 370 300 300 与工作面间距 板钩吊挂 ≤20m 板钩吊挂 ≤20m 电缆钩吊挂 铁丝吊挂 ≤5m
第六节 设备及工具配备
所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量。
表14 施工设备表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 设备名称 风钻 型号 YT28 单位 台 台 台 台 台 台 部 把 台 台 台 台 台 台 数量 2 2 3 1 3 1 1 1 2 3 1 2 1 1 备注 手持式锚杆钻机 ZQS-50／2.0S 风镐 皮带机 风动锚杆钻机 锚杆拉力计 掘进机 力矩扳手 启爆器 防爆开关 综保 电话 激光指向仪 刮板运输机 GA10 DSJ80 MQT110 ML-20 EBZ-132 YDC-250∕120A） MBF—200型 BKD-200 (1台) QBZ-120（2台） ZBZ-2.5 KTH13+ YHJ800A SGB-40T 附图4-6-1：1904胶带顺槽设备布置图
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第五章 生产系统
第一节 通 风
一、通风方式
工作面采用局部通风机压入式供风。 二、风量计算 1、按瓦斯涌出量计算
Q =100qk =100³0.62³1.5=93m3/min 式中：Q—掘进工作面实际需风量，m3/min；
100—掘进面回风流中CH4浓度不超过1﹪的换算值； q—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量（取0.62 m3/min）； K—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀备用风量系数（取1.5）； 2、按二氧化碳涌出量计算 Q =67qk=67³0.53³2=71.02m3/min 式中：Q—掘进工作面实际需风量 ，m3/min；
67—掘进面回风流中CO2浓度不超过1.5﹪的换算值； q —掘进工作面平均二氧化碳涌出量（取0.53m3/min）； K—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀备用系数，取2； 3、按工作面人数计算 Q =4N =4³19=76m3/min
式中：Q—掘进工作面实际需风量，m3/min； 4 —每人每分钟供给的最低风量，m3/min； N—掘进工作面同时工作的最多人数。 4、按炸药量计算
Q=25A=25³8.0 =200 m3/min
式中：25—每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量；
A—掘进工作面一次起爆最大炸药量kg,由爆破说明书可得
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A=8.0kg
5、按风速进行验算 （1）按最低风速验算：
Q＝15S＝15³9.66＝144.9 m3/min 式中：S—施工处最大的净断面积，9.66m2；
15—掘进工作面最低风速，m/min； （2）按最高风速验算：
掘进工作面的煤巷、岩巷或半煤岩巷的最高风量为 Q＝240S＝240³9.66＝2318.4m3/min 式中：S—掘进工作面的净断面积，9.66m2；
240—掘进工作面最高风速，m/min； （3）掘进用局部通风机所需风量 Q＝K²Q掘面=1.052³200＝220.5m3/min
K-风筒漏风系数，取1.05n(n通风距离百米数，此处取2)； Q掘面-工作面所需风量，取200 m3/min。
根据以上计算，工作面配风量取200 m3/min。局扇吸风量取220.5 m3/min。FBD№5.0/2³7.5kw局扇吸风量为255-155 m³/min，满足工作面的需要。
6、全风压供风量要满足局部通风机的最大吸风量并保持局部通风机至掘进回风口有不低于15m/min的风速。
Q全=Q扇³I1+60³0.25S掘（m3/min）
式中：Q扇—局部通风机吸风量取，220.5m3/min；
I1—掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台； S掘—局部通风机吸风口处巷道断面，取9.66 m2； Q全=220.5³1+60³0.25³9.66=365.4m3/min；
即掘进工作面全压供风量为：365.4m3/min；现场实测皮带大巷实
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际配风量约570 m3/min，供风量满足需要。
根据验算选用FBD№5.0/2³7.5kw局部通风机即可满足工作需要。
三、局部通风机及风筒的安设标准和双风机自动切换的交叉风筒接头的规格及安设标准。
1、 局部通风机及开关安装在距1904胶带顺槽回风口不小于10m的进风流中，距离底板高度不得小于0.3m。安装双风机、双电源自动切换装置,实现三专两闭锁。
2、使用抗静电、阻燃的Φ600柔性帆布风筒；风筒接头严密，无破口（末端20m除外），无反接头；软质风筒接头应双反压边。
3、风筒吊挂采用8#铁丝，每20m固定一段，做到平、直、稳，软质风筒逢环必挂；风筒不得被摩擦、挤压，风筒口距迎头不大于8m，风筒末端风量不得少于215 m3/min。
4、风筒拐弯处应用弯头或骨架风筒缓慢拐弯，不应拐死弯。 5、双风机自动切换的交叉风筒采用600mm³600mm³600mm的三叉风筒，接头要严密，吊挂应平、直、稳，在切换风机时不得出现漏风、严重的抖动现象。
四、通风系统
副斜井→皮带集中巷→皮带大巷→1904胶带顺槽→皮带大巷→回风大巷→回风井→地面
附图5-1-1：通风系统示意图
第二节 瓦斯防治
一、瓦斯检查
在工作面正迎头、工作面迎头向后10-20m处、工作面回风口向里10-15m左右的地方各设一个检查点，每班检查三次，根据巷道掘
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进距离及特殊情况可随时增加瓦斯监测点。瓦检员要严格执行瓦斯巡检制度、瓦斯请示汇报制度及现场交接班制度。
二、瓦斯浓度界定
风流中瓦斯浓度达到0.8%，为报警点，风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。CH4超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。
第三节 综合防尘
一、防尘供水水源、水量、水压及管路系统
供水水源来自地面蓄水池，容量200m3 ，到工作面的水压不低于0.3MPa。
地面蓄水池→主斜井→井底车场→集中皮带巷→皮带大巷→1904胶带顺槽。
主管路为DN100,支管路DN50,迎头20m内采用Φ25的橡胶软管。 二、综合防尘措施。
1、防尘管路铺设：防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得漏水，三通阀门必须上手柄。
2、设置净化水幕
（1）距迎头50m范围内安装二道净化水幕。 （2）在回风流中设置1-2道净化水幕。 （3）水幕长度不得小于巷道宽度；
（4）水管安装在距顶板不超过300mm的位置；
（5）水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距300-400mm。 3、转载点喷雾：
（1）所有运输巷的转载点都必须有喷雾设施，连接喷嘴设施时，
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三通不得漏水，阀门必须安在人行道一侧；
（2）喷嘴高度安在距转载点400-500mm、而且喷嘴必须正对转载出碴点；
（3）所有喷雾必须呈雾状。
4、综掘机内外喷雾：综掘机必须有内外喷雾，喷雾装置必须使用引射器喷雾直径不得小于0.6m，喷雾能覆盖滚筒。
5、巷道冲洗：工作面的巷道要保持湿润，走路时煤尘不飞扬，巷道口的水管、风管、风筒、电缆、迎风风面的煤尘厚度不得超过2mm，巷道底板煤尘厚度不超过 2mm,堆积连续不得超过5m。
6、放炮使用水炮泥，放炮后、出货时及时洒水。 7、隔爆：
（1）水棚设置在直线巷道内，选择支护条件较好的地段，水棚安装在距离巷口约70m处，并定期检查。
（2）集中式水棚排间距为1.2-3.0m，水棚长度不少于20m。水棚容水量不小于200L/m2 。
（3）水棚距巷道距轨面不应小于1.8m,水棚应保持同一高度，水棚区内的巷道断面应与其前后各20m长的巷道断面一致。
（4）水棚的安装要符合标准，每半月检查一次。
附图5-3-1：防尘系统示意图
第四节 防灭火
一、防灭系统的供水形式 地面蓄水池供水。 二、管路的铺设
地面水池→防尘管路→井底车场→集中皮带巷→皮带大巷→1904胶带顺槽。
三、管路型号
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主管路型号为DN100,支管路型号为：DN50。巷道每隔50m设置洒水支管和阀门。
四、机头硐室
9#煤层属不自燃煤层，主要防治外因火灾。在1904胶带顺槽皮带机头前后20m范围内要采用不燃性材料支护。摆放设备处及机电硐室要配备灭火器和沙箱。巷道每隔50m设置洒水支管和阀门。
附图5-4-1：防灭火系统示意图
第五节 安全监控
1、安全监控系统为：KJ160N；监控电缆为MHYVR2³1.5+2³0.5。掘进工作面正前的CH4传感器T1（GJC4）安设在距迎头不大于5m的巷道内，吊挂在风筒的另一帮，且在顶板完好、不淋水的位置垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。其报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥1.2%CH4，复电浓度<1.0%CH4；回风CH4传感器T（安设在距回风巷口10～15m处,其报警浓度为≥1.0%CH4，2GJC4）断电浓度为≥1.0%CH4，复电浓度<1.0%CH4,在回风下口安装T3，报警浓度为≥0.5%CH4，断电浓度为≥0.5%CH4，复电浓度<0.5%CH4, CH4传感器断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
2、在两台局部通风机电机线上，安设GKT5L型局部通风机开停传感器各一台，风筒末端安设压力传感器，通风、调度部门随时掌握开停传感器的情况。
3、通风科每天负责监测瓦斯传感器、瓦斯闭锁并进行检维护，确保灵敏可靠。
4、安全生产管理人员及有关特殊工种下井时，必须携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监察，如有报警现象，必须停止工作进行处理。工作面正迎头要悬挂便携仪。
附图5-5-1：安全监测仪器仪表布置示意图
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第六节 压风
一、工作面压风风源来自地面压风机站
风管经主斜井→回风联巷→集中运输巷→皮带大巷→1904胶带顺槽。
二、管路型号
主压风管路用DN100铁管输送，工作面压风管路用DN50铁管输送，工作面风压不小于0.6Mpa。
附图5-6-1：压风系统示意图
第七节 供电
双回路供电，电源来自变电所1#、2#母线，到二平台，通过KBZ-400馈电到机电硐室KBZ-200开关，然后与负荷开关连接，电缆型号：3³70+1³25,长度200m；局扇电源来自专用变压器，到机电硐室KBZ-200馈电，然后局扇专用开关，电缆型号：3³70+1³25，长度200m。供电电压660V。详见第七章供电计算。
附图5-7-1：供电系统示意图
第八节 排水
根据地质资料分析，此工作面涌水量较小。根据地质资料工作面最大涌水量为15m3/d，对生产影响不大。工作面备用一台7.5kw的潜水泵或一台风泵，连接水泵用Φ75的橡胶管，另一端与DN50的钢管相连，通到主排水仓。
表15 7.5kw水泵的主要技术特征
技术特征 水泵型号 流量 扬程 主要参数 BQW70-15 70 m3/h 15m 技术特征 功 率 同步转速 通过最大颗粒直径 主要参数 7.5kw 3000r/min 35mm 附图5-8-1：排水系统图
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第九节 运输
一、运输方式、设备型号、运输路线
工作面→EBZ-132掘进机→工作面SGB-40T运输机→工作面DSJ80皮带→皮带大巷SP-800皮带→集中运输大巷→煤仓→主井运输皮带→地面。
工作面掘进进尺50m后，将SGB-40T运输机拆除，掘进机出货直接输送到工作面DSJ80皮带。经大巷皮带机、集中运输巷皮带机至煤仓，再经主井运输皮带→地面。
二、运料
地面→副斜井→集中运输巷→皮带大巷→1904胶带顺槽。 1904胶带顺槽铺设22kg/m轨道,提升绞车使用JD-40，作为工作面辅助运输。JD-40绞车的主要技术特征见表15。
表16 JD-40绞车的主要技术特征 技术特征 电机功率 牵引力 最大提升量 主要参数 40kw 30KN 4t 技术特征 钢丝绳直径 容绳量 电 压 主要参数 18.5×6×19 400m 660/380V 附图5-9-1：运输系统示意图
第十节 照明、通信和信号
照明灯采用防爆节能荧光灯，每10-15m安装一盏。吊挂在巷道顶部。电源来自机头硐室KBZ-200馈电开关，通过ZBZ-2.5M照明信号综保控制。
距工作面30～50m的地点和皮带运输机机头安设KTH13+型壁挂电话，与矿调度、项目部调度室相联。工作面运输、转载信号装置采用127V矿用防爆型组合声光电铃。
附图5-10-1：照明、通讯、信号系统示意图
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第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
掘进作业方式、劳动组织、劳动力配备、出勤率（表17 劳动组织表）。
表17 劳动组织表
班工种 次 掘一班 1 1 1 1 4 2 1 1 1 1 1 2 1 1 1 20 工作面出勤人数 掘二班 1 1 1 1 4 2 1 1 1 1 1 1 1 17
掘三班 1 1 1 1 4 2 1 1 1 1 1 1 1 17 3 3 3 3 12 6 3 3 3 1 3 2 3 3 3 54 合计 队 长 安全员 技术员 电钳工 打眼支护工 综掘机司机 检修工 清渣工 验收员 质检员 瓦斯员 运料工 皮带机司机 放炮员 刮板机司机 小 计 第二节 作业循环
作业方式采用三²八制，检修在安装锚杆过程中穿插进行，生产班每班5个循环，每循环1.2m，班进尺6m，正规循环率为80%，每月按25天正常生产计算，则全月完成进尺为5³1.2³3³80%³25=360m。劳动组织采用一职多能，多工种平行作业。劳动组织定员在册人数66人，出勤率81.8%。
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表18 正规循环图表序号12345678工 序交接班安 检质量检查时间（min）63030早 班中 班夜 班789101112131415161718192021222324123456割、装、205运 煤运 料清浮煤205205临时支护15*5打锚杆（索）检 修35*570- 37 -
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第三节 主要技术经济指标
表19 主要技术经济指标表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 项 目 煤层编号 工作面长度 煤层倾角 煤容重 煤的硬度 巷道宽度 巷道高度 巷道毛断面 巷道净断面 在册人数 出勤人数 出勤率 支护方式 日进尺 月进尺 循环进度 月产量 循环率 锚索定额 锚杆定额 锚固剂 锚网 截齿消耗量 单位 m ° T/m3 f m m m2 m2 人 人 % m m m T ％ 套/m 套/m 根/m m/m 个/m 2指 标 9# 270.3 7-13 1.3 <3 4.2 2.3 9.66 9.66 66 54 81.8 锚网索 12 360 1.2 4520.8 80 0.41 12.5 25 8.4 0.1 备 注
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第七章 安全技术措施
第一节 一 通 三 防
一、通风安全管理措施
1、通风部门严格执行测风制度，加强对工作面的风量管理。 2、通风部门加强对调节风窗的管理，不得随意增大或减小风窗的通风断面。
3、遇到停电、停风及时把施工人员撤出。
4、瓦检工要严格执行瓦斯巡回检查制度、瓦斯请示汇报制度和现场交接班制度。
二、防尘安全管理技术措施
1、施工队及时延接消防清水管路，消防管路距工作面15-20m，并每隔50m设一个三通并安设阀门，通风区及时将管路及配件备好。
2、各转载点喷雾齐全，正常使用，并及时清除浮煤。 3、综合防尘方式为：湿式打眼、冲洗巷帮、出渣洒水、个体防护。
4、入井人员必须佩带防尘口罩，否则不得入井。 三、防灭火安全管理技术措施
1、消防管路供水系统必须完善，供水量充足；掘进巷道每隔50m设一个三通并安设阀门。
2、掘进巷道内所有电气设备必须定期检修，严禁电器失爆； 3、任何人发现井下火灾时严格执行《煤矿安全规程》244条。如工作面或巷道着火时，根据着火情况，应首先采用直接灭火方法，如用灭火器、用水扑灭等，在直接灭火过程中，一般不得改变火区的风流方向。直接灭火不能取得有效灭火效果时，为防止火势发展，应
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采取封闭隔绝灭火；封闭火区前，必须根据火区的瓦斯、一氧化碳等气体变化情况，慎重决定通风方向和封闭程序。
四、 瓦斯管理措施
1、瓦斯检查员加强工作面瓦斯检查，若出现瓦斯超限现象严格按《煤矿安全规程》第136、138条之相关规定执行，任何人都严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业，严格执行请示汇报制度。
2、若因停电检修或其他原因停风，在恢复通风前，必须根据巷道内瓦斯浓度，依据《煤矿安全规程》第141条之规定进行恢复供风工作。
3、监测班必须严格按《煤矿安全规程》第162条、168条之相关规定对瓦斯电闭锁系统进行设置、维护及调校，确保瓦斯电系统灵敏可靠。工作面瓦斯传感器设置在非风筒一侧且距迎头不超过5m。要随工作面的推进及时移设，由包机班人员负责移设。
4、当班瓦斯检查员必须用瓦斯机与CH4传感器进行数值对照，并将记录和检查结果报矿调度室；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调校完毕。
5、按《煤矿安全规程》第149条之规定，相关人员必须携带便携式瓦斯警报仪，通风科必须按要求对便携式瓦斯警报仪进行维护、校验，确保其灵敏可靠。
6、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标、禁止人员入内，并向矿调度室汇报。
7、通风及瓦斯防治方面的其他要求执行《煤矿安全规程》第100条-150条的有关规定。
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第二节 顶板
一、 施工中要严格执行“敲帮问顶”制度，将悬浮的煤（岩）块及时除掉以防掉块伤人，找顶工作必须遵守下列规定：
1、 找顶工作应由2名有经验的人担任，1人找顶、1人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。
2、找顶工作应从完好支护开始，由外向里先顶部、后两帮依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。
3、找顶人员应戴手套，用长把工具，找顶时应防止矸石顺杆伤人。
4、顶帮遇有大块断裂矸石或矸石离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。
5、加强巷道内由于顶帮来压而导致岩层变形、开裂、破碎的敲帮问顶工作，及时找掉危岩块。
6、确认无危险后，方准进入工作面。 二、 及时架设临时支护，严禁空顶作业。 三、 必须保证退路畅通无阻，支护完好。
四、 工作面顶帮破碎时，必须打设超前锚杆或锚索，锁帮锁顶。 五、 施工人员在工作面必须面对迎头作业，设专人观察帮顶防止迎头片帮伤人。施工时若发现顶板有响声、压力大、离层、网包增多、迎头有煤岩外移时，要立即停止作业撤出人员，待危险解除后，方可进入施工地点。
六、 施工过程中如果发生冒顶时，必须先备齐材料，等顶板稳定或漏成尖顶时，派有经验的人员处理。处理冒顶前必须检查冒顶区瓦斯浓度，当冒顶区内瓦斯浓度达到1.0%必须采取措施处理瓦斯，
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待瓦斯浓度降到1.0%以下方可处理冒顶。处理时用长柄工具找净顶帮危矸活石，找顶时下方严禁站人和通行。处理期间应有队干现场指挥，并指派专人监护顶帮。处理过程中都必须清理好退路，确保退路畅通。处理冒顶期间该处严禁从事与处理冒顶无关的工作。
第三节 防治水
本工作面水文地质较简单，但是在掘进过程中必须坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”原则， 施工过程中如发现有透水前的预兆时，必须立即停止工作，撤出人员并汇报矿调度及有关部门。
一、矿井透水前的预兆
1、 发现巷帮变松、外移量大，顶板压力骤增、底鼓或产生裂隙出现渗水。
2、 钻孔中有压力水或有水叫声，顶帮淋头水增大，水色发浑、有臭味。
3、 煤壁挂红、挂汗、空气变冷，巷道出现雾气。 二、探放水安全技术措施
1、探放水钻孔的位置、角度及深度以地测科探放水人员给定的为准。
2、掘进过程中必须坚持有疑必探，先探后掘的探放水原则。 3、探放水前清除巷道内的杂物，保证退路畅通，并将巷道内的设备垫高。
4、铺设DN50管路与水沟相连。
5、如果在施工过程中发现异常情况必须立即撤到安全地点，撤退路线见第八章《灾害预防及避灾路线》。
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6、打钻地点安设专用电话，测量和防探水人员必须亲临现场，标定探水孔的位置、方向、角度、深度以及钻孔数目。
7、钻进过程中如果发现情况紧急时，必须立即撤出受水害威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
8、必须完善施工地点的排水系统。
9、设瓦检员跟班检查，发现异常情况及时汇报，探放水人员必须支领便携式瓦斯报警仪挂到探放水地点的上方，随时监测有害气体的情况。
10、打眼前要加固探放水孔附近巷道内的支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏杆。
11、打钻时人员不能超过2人，工作前清理好退路，保证退路畅通。
12、钻孔接近断层时，可能有瓦斯和其他有害气体涌出时，必须有瓦检员在现场值班，如果瓦斯和其他有害气体超过规程规定时，立即停止钻进，撤出人员，并报告矿调度，及时采取措施进行处理。
13、钻孔放水前，必须估计积水量，根据水泵和管路的排水能力来控制放水流量，放水时必须设专人监测钻孔的出水情况，若水量突然变大，必须及时处理，并立即报告矿调度室。如果水量不大时用大钻头投一下，增大出水量，放完水后，核对放水量，直到地层含水放完为止，再把钻孔口封好。
14、每班必须两人进行，一人作业，一人瞭望。进入工作地点前首先要检查瓦斯浓度，符合规程要求后再进入作业。
15、严格执行《煤矿安全规程》第288-293条有关规定。
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第四节 机电
一、机电管理
1、 井下供电应做到：三无、四有、两齐、三全、三坚持。 2、严禁电气设备失爆，严禁带电检修、搬迁电气设备（含电缆），检修或搬运前必须切断电源，首先检查瓦斯，并用同电源电压相适应的验电笔验电，开关打到停止位置并加闭锁，并悬挂“有人作业，严禁送电”的字样的停电牌。
3、工作面的开关、照明综合保护装置、电缆、五小电器必须完好，要有入井合格证、MA标志，挂牌管理，专人负责检修，确保其可靠。
4、各种设备摆放整齐，挂牌管理。所有开关必须上架，杜绝失爆。
5、电缆用电缆钩吊挂整齐，电缆钩间距为1.5m，动力电缆与信号 电缆分开吊挂。当在同一帮吊挂时，信号电缆应动力电缆0.1m以上。运行电缆不论高低压均不应盘成圈或“∞”字型。巷道内的电缆，沿线每隔一段距离、拐弯或分支点以及连接不同规格电缆的接线盒两端、穿墙电缆的墙两侧都应设置注明编号、用途、电压、截面和长度的标志牌，以便识别。电缆表面应清洁干净，无喷浆灰、无积尘。
6、低压电缆接线盒必须符合防爆完好标准，按要求上板固定（接线盒与板不能产生相对移动），吊挂美观；低压接线盒应铭牌向外，支线喇叭口不得朝上。接线盒两端电缆不应受纵向拉力，接线盒不得淋水。
7、在开关的喇叭口处进线及馈出电缆上，用电缆标志牌明显清晰的标注电缆的规格型号、上级负荷以及下一级负荷、具体用途等情
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况。
8、开关、信号及各种保护必须灵敏、可靠。
9、对掘进机的维护、修理时必须切断电源，在不带电的状态下工作，对煤泥沉积部位进行定期清理；对电器的防爆面定期进行磷化处理，而后涂抹黄干油，杜绝失爆。
10、处理电器故障必须由专职电工操作。
11、掘进机、皮带司机刮司机、井下电钳维修工要持证上岗。 12、井下各种开关必须按实际负荷整定电流，不许随意增大电流整定值。
13、机电检查必须留有记录，发现问题及时处理，并严格按“煤矿井下电气设备动态检查及检修管理条例”执行。
14、各台机电设备必须实行挂牌管理，实行包机制，设专人负责管理，且做好记录。非专职电器人员不得擅自操作电器设备。
15、各工种严格执行（机电设备操作规程）和本项目部制定的各工种操作规程，严格执行“四检制”和“停送电工作票”制。
16、一切容易碰到的裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮拦等防护设施。
17、低压馈电线上，必须装设检漏装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。
18、严格执行《煤矿安全规程》第445条规定。
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二、供电计算 (一)变压器计算容量
用电设备的需用数、加权平均功率因数及变压器的计算容量:
KX0.2860.714Pe,maxP
eS=
KXPecos
式中：KX-工作面用电设备的需用系数；
Pe,max-最大容量电动机额定功率；
S-变压器的计算容量；
P-电动机额定功率之和；
ecos-加权平均功率因数；掘进工作面取0.7；
计算列表如下:
表20 变压器容量计算表
变压器编号 A B Pemax 132 7.5 ∑Pe 263.5 15 Kx 0.643 1.0 COSθ S 0.7 0.7 242 21.4 选取变压器容量 630 200 通过计算A号投用S9-630/10/0.69型；B号投用S9-M-200/0.4/0.69型。
(二)低压电缆截面选择计算 1、按允许负荷电流选择电缆截面计算
对于使用水泵、绞车用电设备间无一定顺序起动的一般工作面线路需用系数KX=0.2860.714续工作电流
Pemax，对于多台用电设备供电干线上的持Pe 46
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IgPKeX10003UeCOS
式中 Pe-电动机额定功率之和；
Pemax-最大容量的电动机额定功率； Ue-线路额定电压。 计算列表如下：
表21 电缆截面选择计算
电缆编号 长时载流量 Pemax (1) (2) (3) (4) (5) (6) (7) (8) 215 215 215 215 215 113 113 113 132 132 132 132 7.5 7.5 40 5.5 ∑Pe 236.5 263.5 263.5 218 15 15 40 5.5 Kx 0.643 0.643 0.643 0.718 1 1 1 1 Ue 660 660 660 660 660 660 660 660 COSθ Ig 0.7 0.7 0.7 0.7 0.7 0.7 0.7 0.7 208.8 208.8 208.8 195.6 18.7 18.7 52 6.9 2、按正常运行时允许电压损失校验电缆截面
正常运行时电缆未端电压的降低值,不应低于电网额定电压的7-10%计算660V电网电压量大允许电压损失为:
Um=96V 〖∵690-（660-660³10%）=96〗 （1）变压器的电压损失计算： UTSbU2N(UR%cosUX%sin) ST100式中 Sb-变压器的计算容量；
ST-变压器的额定容量；
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U2N-变压器二次侧额定电压；
UR%UX%-额定负荷时变压器中的电阻压降百分数、电抗压降百分数；
cossin-功率因数及对应的正弦值。
计算列表如下：
表22 变压器电压损失计算表
变压器编号 型 号 A S9-630/10/0.69 B S9-M-200/0.4/0.69
（2）干线电缆中的电压损失计算
200 21.4 690 0.71 0.7 3.9 0.71 2.41 容量 Sb 630 242 U2N UR% COSθ UX% 4.0 Sinθ △UT 0.6 7.86 690 0.82 0.7 ULPLKe310XUeA
式中 Pe-通过干线电缆的所有负荷的额定容量之和,KW；
L-电缆长度，m ；
Ue-电网额定电压；
A-电缆截面，mm2；
KX-需用系数；
-导电系数，铜芯橡胶电缆42.5，m/（mm2）。
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表23 电缆电压损失计算表
电缆编号 (1) (2) (3) (4) (5) (6) (7) (8) A 70 70 70 70 70 25 25 25 L 200 5 280 300 200 400 20 20 Kx 0.643 0.643 0.643 0.718 1.0 1.0 1.0 1.0 Ue 660 660 660 660 660 660 660 660 ∑Pe 263.5 263.5 263.5 218 15 15 20 5.5 △UL 17.25 0.43 24.16 23.91 1.52 8.55 1.14 0.15 （3）求电网最远点处总的电压损失
UUUUTUL
1#电网线路
T1UL1=7.86+17.25+0.43+24.16+23.91=73.61＜96
2#电网线路
UUT2UL2=2.41+1.52+8.55=12.48＜96
(三)按大容量电动机起动时电压损失校验电缆截面
根据规定最远端、最大容量的电动机起动时,其端电压不得低于电网额定电压的75%,电网电压为660V时,最大允许起动电压损失
UMQ为195V。
1、变压器中的起动电压损失UTQ
UTQ3IQ(RTcosTQXTsinTQ)
1式中 IQ1IeIQ-变压器中的起动电流；
RTXT-变压器二次绕组的电阻、电抗值；
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cosTQsinTQ-起动时变压器的功率因数及相对应的正弦值。
表24 变压器启动电压损失计算表
变压器编号 ∑Ie IQ A B 725 230 IQ1 RT COSθTG XT Sinθ △UTQ 128.15 36.2 797.5 1523 0.002 0.5 0.5 0.056 0.85 0.045 0.85 253.3 483.3 0.01 2、向多台电动机供电的干线电缆上的起动电压损失UgQ
UgQP1eLKX103VeAg3IQcosqLAg
式中：Pe1-除去起动电机外其余各台电设备额定功率之和，KW； IQ-距离最远容量最大的电动机起动电流，A ； L-电缆长度，m； cosq-起动电机功率因数；
表25 电缆启动电压损失计算表
电缆编号 ∑Pe1 (3) (6) L Kx Ue IQ COSθq Ag 0.5 0.5 70 25 Y 42.5 42.5 △UgQ 37.58 32.48 140.5 280 0.643 660 303 7.5 400 1 660 86.5 3、计算总的起动电压损失 1#电网
UTQUgQ=128.15+37.58=165.72﹤195 V
2#电网
UTQUgQ=36.2+32.48=68.68﹤195 V
(四)短路电流计算见短路电流统计计算表
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表 26 短路保护分级一览表
短 短路 主要保护 路 电流 点 （A） 开关 整定开关 保护方式 灵敏度 编号 值 编号 d1 900 d2 240 d3 35 d4 20 d5 20 4 7 3 6 6 智能 智能 智能 智能 智能 160 48 7 100 100 3.34 2.04 2.08 1.53 1.53 后备保护（一级） 后备保护（二级） 灵敏开关 保护方式 整定值 灵敏度 度 编号 保护方式 整定值 表27 短路电流统计表
短路点 d 电 缆 截 面 及 长 度 截面（mm2） 70 25 25 25 25 长度（m） 200 20 20 20 20 换 算 长 度 KH 0.73 1.91 1.91 1.91 1.91 LH(m) 146 38.2 38.2 38.2 38.2 短路电流 Id（2） 900 240 35 100 100 d1 d2 d3 d4 d5 51
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(五)电气保护装置的整定计算
低压馈电开关的过流保护整定
IZIQeIe
式中 IZ-过流保护装置的整定值；
IQe-容量最大的电动机额定起动电流；
Ie-其余电动机的额定电流之和；
(2)I整定值的校验应满足：d1.5
IZ表28 电气保护装置整定计算
开关编号 IQe 4 6 7 8
760 ∑Ie 计算值 整定值 短路点 短路电流 灵敏度 160 20 48 7 d1 900 5.625 5 2.05 5 161.7 152 17.3 46 6.3 86.5 17.3 230 0 d 4 d5 100 d2 d3 240 35 31.5 0 52
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表29 用电设备技术特征
用 电 设 备 每台 在布设备电机 设备 名称 电动机 型号 置图总台 设备 中的数 台数 编号 FBD风机 №7.55.0/2×1 7.5 皮带 掘进机 /75-4/8 矿用变压器技术参数表 （表二）
损耗 阻抗电压% 额 定容 额定电额定电流接线型 号 量（KVA） 压（KV） （A） 图 Va S9630 S9--20200 0 10/0.4 20/73 DYn11 3.9 0.8 4.0 6 6 3 —630 10/0.4 60.3/206 DYn11 3.9 0.8 4.0 6 1.6 2.3 0.00.02 VR VX 损 损 1.2.0.00.02 铁铜 R X （KW） （Ω） 线圈阻抗DSJ80 YBUD-1322 1 1 132 660 152 760 0.8 3 1 1 40 660 46 230 0.8 2 2 ×2 660 17.2 86.3 0.8 (KW） （V） 容量 电压 电流 电流 因数 n K 额定 额定 工作 起动 功率 效率 系数 额定 额定 额定 额定 负荷 电 动 机 技 术 特 征 表 53
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表30 开关选择继保整定一览表
负荷 开关 编号 1 2 3 4 5 6 7 8
工作 电流（A） 整 定 电 流 值 智能保护器 热元件 熔体 JDB 线路未端两相 短路电流值（A） 灵敏度 开 关 容量（KW） 型 号 KBZ20-630 KBZ--400 KBZ--200 KBZ--200 KBZ--400 KBZ--200 QBZ--80 QBZ--30 152 152 152 152 17.3 17.3 46 6.3 160 160 160 160 20 20 48 7 900 900 900 900 100 100 240 35 3.34 3.34 3.34 3.34 1.53 1.97 2.04 2.08
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表31 供电线路末端电压一览表
正 常 运 行 时 线 路 末端电压 编 号 （V） 1# 2# 668.6 662.8 压 降 远 端 大 容 量 电 机 起 动 时 起动电机 起动电起动端电压 压 降 %） （△U%） 容量（KW）（△U 流（A） （v） 1.38 0.405 132 7.5 760 86 586 561 14.2 10.9 表32 需用电缆一览表
电缆 编号 (1) (2) (3) (4) (5) （6） （7） （8）
型号规格 长度 （mm） 70 70 70 70 70 25 25 25 2阻抗值 X Z 最大安全负载电流（A） 电流（A） 215 215 215 215 215 113 113 113 40.5 40.5 46.2 145 17.2 17.2 46 6.4 设备行时电 缆压降（V） 17.25 0.43 24.16 23.91 1.52 8.55 1.14 0.15 （M） R 200 5 400 300 200 400 20 20
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第五节 运输
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、司机离开操作台时，必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关，否则不得擅自离开掘进机。
3、开机前、开机时，必须按照《操作规程》的操作程序和注意事项进行。
4、开动掘进机必须提前3min发出信号，提醒有关人员注意，只有在铲板前方、截割臂附近及机组两侧和后方5ｍ范围内无人时，确认安全后，方可开动掘进机。
5、更换截齿时，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、截割头未旋转的情况下，严禁顶着工作面作横向运动。 7、司机截割前必须照好中线，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，瓦斯含量、洒水情况、机组周围设备等是否符合要求，否则不准开机。
8、截割头未旋转严禁顶着工作面，严禁将截割臂摆到极限位置，以免损坏油缸和轴承。
9、高压油和水泵流量的一切压力，在拆开管子前必须放掉。 10、机组进行工作之前，必须保证机组稳定放置，并打起铲板和后支撑，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，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经过、停留或作业。
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12、掘进机停止工作或检修以及交班时，必须将掘进机截割头落地，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、掘进机非操作侧必须装有能紧急停止运转的按钮。一旦发现危急情况，必须使用紧急停止开关，立即切断电源。
15、断电之前，必须将截割臂完全放下，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、即使机组不作业，也禁止在截割臂下停留。
18、在顶板危险的地带和无支护的顶板下，严禁进行维修。 19、检修工在检修设备时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、机组的开启与停止必须由机组司机进行操作,其他任何人不得随意开启或停止机组。机组在切割或运行过程中两帮或前后5m内严禁站人。
21、切割过程中如遇机组出现故障或煤矸卡住机组小溜子时，必须将机组退出到有永久支护和煤帮挂网的安全地点进行处理，严禁在空顶下处理，并有专人在旁边协助观测周边顶板、煤帮、其他人员等情况，发现不安全时及时停止检修，进行处理后方可检修。
22、机组司机和所有非专职机组维修工不准擅自打开机组电控箱和所有的电气线路、电气设备以及高压油管路。
23、岩石硬度大于掘进机的切割能力时，应停止使用掘进机，并采取其他施工措施。
24、司机必须执行现场交接班制度，对机组运转情况和存在问题
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要如实向下一班的司机交代清楚。
25、风量不足或除尘设施不齐时不准掘进，掘进机必须有前后照明灯及尾灯，掘进时外喷雾齐全并能正常使用。
二、刮板输送机
(一)刮板输送机的安装与回撤
1、 安装拆卸刮板输送机时应先检查开关是否完好，操作按钮是否灵敏可靠。
2、 使用专用紧链器断链、接链，人员必须躲离链条受力方向。 3、 回撤时点动按钮将链全部吐出，由电气人员解除电源后再拆除机头及机身。
4、运槽时人员要相互照顾好。
5、人工起槽安槽时口号要一致，做好自保、互保和联保工作。 6、装卸车时人员要相互照顾好，以防碰伤人员。 7、 跟班人员要现场指挥，确保施工安全。 (二)刮板输送机基本要求
1、输送机司机必须经过培训，考试合格并取得操作资格证方准上岗。
2、司机必须确认听清信号后方准开、停输送机。其信号规定为：1响停机，2响开机。
3、开机前,应首先检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、信号齐全清楚、闭锁灵敏，并通知其他人员躲到安全地点。接到开机信号后点动2-3次，方可正常运行。
4、正常进行时司机不准面向溜子运行方向，以免断链伤人。 5、起动后,要注意观察其运行状态,观察其运行是否平稳,声音是否正常,运输机的链子、刮板连接环等要求完好,牢固可靠。
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6、运行时,司机不得离开岗位，不得正对刮板输送机运行方向,以免断链伤人。
7、严禁任何人员乘坐刮板输送机和用刮板输送机运料。 8、电机和减速箱的通风和冷却系绕要保持良好,电机减速箱工作温度不得超过75℃。
9、运行中的机械设备严禁人员跨越。人员在设备内作业时要停机闭锁挂牌并派专人看管。
10、输送机不得重载停车。
11、 刮板输送机与皮带搭接长度0.5m，高度为0.3m。
12、刮板变形时必须及时更换，严禁采用支顶等方法处理弯刮板。 13、刮板机溜子销子要插严，铺设要平、稳、直，构件齐全，机头机尾固定牢固。机头用锚杆固定，机尾打牢压车支柱。
14、刮板机长度小于60m时，设一个机粪坑；机粪坑规格为：长³宽³深=1.5m³1.5m³0.5m。
（三）检查、检修设备时应注意的事项
1、 刮板输送机运行时,不准人员从机头上部跨越,不准清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链。
2、拆卸液力偶合器的注油(液)塞、易熔塞、防爆塞时,脸部应躲开喷油(液)方向,戴手套拧松几扣,停一段时间和放气后再慢慢拧下，禁止使用不合格的易熔塞、防爆塞。
3、检修、处理刮板输送机故障时,必须闭锁控制开关,挂上停电牌。 4、检修刮板输送机时，要经常敲帮问顶进行检查，发现不安全隐患及时处理。
5、检查齿轮箱等部件时,必须先清净盖板周围的一切杂物和煤矸,防止煤矸及其它杂物进入箱体。
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6、更换部件时要使用合格的配套产品，禁止使用失效的链子、中部槽、连接环等。
7、检查机械时手不要放在齿轮和容易转动的部位。
检查后必须保证松动的螺栓紧固齐全可靠,并认真清理现场和工具,无误后方可试运转,运转中先空载试运转,无异常情况时再重载试运转。
三、胶带输送机
1、皮带机司机须经安全技术培训，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。
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，皮带尾罩子是否完好、是否起作用，皮带尾内是否有浮煤和杂物。否则必须处理完毕，方可开机。
4、严禁机器倒转，严禁乘人和拉运其他设备物料。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，应立即停止，检查并进行处理。
6、巷内每100m设置一处行人过桥，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、停机时，必须将皮带上的煤流拉尽后才停机，工作结束后，开关把手必须打到零位并闭锁。
9、开皮带前要先点一下皮带，三分钟后再开启皮带。
10、皮带铺设平、稳、直，不跑偏，上下托辊齐全，转动灵活，
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部件必须齐全有效，不转或坏的托辊必须及时更换。
11、皮带上下托辊必须转动灵活无缺失，必须清理底皮带浮煤，防止底皮带和浮煤、大块煤摩擦起火；检查清煤器是否起作用；皮带转动带到托辊上的尼龙绳必须及时取掉，以免引起摩擦起火。
12、各部皮带机头、机尾设置防止人员与驱动滚筒和导向滚筒接触的防护栏，各部皮带主副滚筒处安装隔板，各部皮带尾、小铁溜尾必须安装尾罩。
13、掏尾工工作时，要在皮带停止运转，开关闭锁时用长柄工具清掏。
14、皮带打卡子时，必须在远离主副滚筒的安全地点。皮带检修时必须将皮带开关手把打到零位并闭锁。
15、安设皮带综合保护装置，各项保护必须正常起作用。 16、各部皮带机头必须有照明。
17、行人跨越胶带输送机处，必须架设行人过桥。严禁任何人站在胶带输送机机上作业，如需踩在其上作业时，必须有可靠的安全设施和严禁输送机运转，必要时可在胶带输送机头上设置专人把守，严防开机。
18、皮带尾旁挂有钟铃，一旦皮带出现问题看尾工及时打钟，尽快停皮带。
19、皮带每隔100ｍ处加一组防跑偏装置。 三、 JD-40绞车 （一）绞车的管理
1、绞车司机必须经过培训，考试合格后持证上岗。
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2、绞车司机开车前必须进行认真检查，坚持做到“五不开”：设备不完好不开、钢丝绳断丝超限变形严重不开、安全设施及声光信号不齐全不开、超挂车或车辆连接不符合要求不开和信号不清不开。
3、绞车司机开车前必须提前发出信号，送运行红灯。
4、斜巷提升严禁蹬钩、行人，严格执行“行车不行人、行人不行车”规定。
5、提升超长、超高、超重车辆时，必须严格落实专项安全技术措施。
6、车辆提升过程中，绞车司机严禁离开岗位，在斜巷装卸物料时必须有专项安全技术措施
（二）绞车的安装
1、绞车安装地点应有设计，安装地点的高度不低于2m，绞车安装后突出的部分距轨道外侧距离不小于0.6m，其它部位的空间应给保证司机操作安全和方便维护检修。
2、小绞车应安装在18号槽钢或0.2³0.2³1.5m的方本制成的底架上底架与绞车固定必须牢固。
3、绞车固定应当用四个压柱和两个迎柱固定，六柱断面直径不少于0.18m，六柱必须打在柱内、牢固可靠但不许加楔，迎柱应当有65－75角度。
4、绞车滚筒应对正接方向，安装平稳牢固，操作方便，不爬绳，不咬绳不跳绳，排列整齐。
5、绞车应设点铃信号，信号工打点处必须有回头铃，车场躲避所内必须有打点器。
6、绞车使用的钢丝绳必须符合绞车技术要求，经计算符合《煤矿安全规程》规定根据钢丝绳技术数据，巷道坡度计算出拉车数量，严
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禁超拉。
（三）绞车检查维护
1、绞车实行专人定期检查维修，每周不少于一次，并做好记录。特别是闸带，闸把等安全部件，司机应随时检查，发现问题及时处理。 2、绞车钢丝绳在一个捻距内断丝达10%，直径缩小10％必须更换，连接装置勾，环，肖磨损达原尺寸的15％时，必须更换。 3、绞车使用期达一年必须升井检修，严禁不坏不修。
五、机械设备管理
1、井下设备严禁带电检修带电搬运设备（包括电缆、电线）。机电设备检修一律进行断电、验电、放电工作，将开关手把打到零位关闭锁，挂上“有人工作，不准送电”牌，且有专人看管，执行谁停电谁送电，不得用电话联系预约停、送电制度。
2、电缆不能悬挂在风水管上。不得遭受淋水，电缆上严禁悬挂任何物体，电缆与风水管路在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离，高、低压电力电缆设在巷道同一侧时，两者之间的悬吊距离位应大于50mm，每100m挂一组电缆标牌。
3、井下机电设备严禁失爆，保持完好率100%。各种电器设备保护接地严格执行《煤矿安全规程》中有关规定装设好保护接地，阻值必须小于2Ω。
4、机电检查必须留有记录，发现问题及时处理，严禁设备带病作业，并严格按“煤矿井下电气设备动态检查及检修管理条例”执行。
5、各台设备必须实行挂牌管理，包机到人，做好检修记录。6、各工种严格执行岗位责任制和岗位操作规程。
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7、确保设备的完好，严格按照检修计划进行检修。 六、抬运物料的安全技术措施
1、1904胶带顺槽安装所需的皮带机、刮板运输机等设备均在皮带大巷与轨道大巷之间的联巷中，在转运大件时，首先检查行走路线的支护等情况，如有隐患必须及时排除后，方可转运。
2、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、无危险后方准作业。
3、所有人员抬运时必须同肩抬放，齐心协力，同上肩同下肩。 4、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。
5、如单人可抬扛的重量，班组长、跟班干部必须指派专人，确系单人无法完成，必须多人协作完成，以免发生意外。
6、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，过积水时必须注意保护好。
7、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。
8、装卸、运输、安装、拆卸、起吊机电设备（配件）和搬家时，由机电队长会同机电技术员编制专项安全技术组织措施，并审批贯彻执行。
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。
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第六节 打眼、安锚杆（索）、挂网安全措施
一、打眼、安锚杆（索）安全措施 1、施工人员必须熟知《三大规程》。
2、施工人员经过培训，熟悉钻机的性能和使用方法及注意事项，并严格按操作规程操作。打锚杆（索）眼前必须将巷道帮顶悬浮的煤、岩块处理掉，严格执行敲帮问顶制度。
3、 按设计定出锚杆（索）眼的眼位，做出标记，锚杆（索）眼应垂直巷道轮廓线，当层面或主要裂隙面成较大角布置时，锚杆（索）眼不得打穿皮眼或顺层面、裂隙布置。
4、安装锚杆（索）前要检查锚杆（索）孔的深度，检查锚固剂是否完好，有无变质，药包是否破损、结块、过期则不能使用。
5、安装锚杆时，应在杆体上做出孔深标记，先将一支CK2360锚固剂一端朝向孔底放入孔内，然后再放入另一支锚固剂，再把杆体插入孔中，将药卷推送到孔底，然后再将杆体尾部与钻机插好后高速转动捅破锚固剂搅拌，严禁转速过低出现穿皮现象，同时把杆体均匀推到孔底，搅拌时间为30s，搅拌时间过长会破坏胶凝，时间太短会搅拌不均匀，影响胶凝，安装8min后拧紧螺母。
6、安装锚索时，将三支CK2360树脂锚固剂放入孔内，再把索体插入孔中，将树脂锚固剂推送到孔底，然后再将索体尾部套上钻机高速转动捅破树脂锚固剂搅拌，严禁转速过低出现穿皮现象，同时把索体均匀推到孔底，搅拌时间30s，搅拌时间过长会破坏胶凝，时间太短会搅拌不均匀，影响胶凝，安装15min后进行紧固。
7、锚杆（索）安设必须保证设计角度、深度、间排距及布置形式，保证树脂药卷安装顺序。
8、锚杆安装质量符合设计要求，托盘、调向珠、螺丝要齐全完好。
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9、锚杆（索）安装要牢固，托盘紧贴巷道帮顶不松动。松动锚杆必须及时紧固，无法紧固或失效锚杆（索）要重新补打。
10、使用的锚杆（索）材质必须符合设计要求。
11、打注锚杆（索）时必须打一根安装一根，按照先顶后帮的原则，打完顶锚杆（索）及时挂网护顶。
12、保证锚杆（索）的全部打入，严格按设计施工。
13、 打锚杆（索）严格执行《煤矿安全规程》第44条的规定。 14、锚索钻孔较深，在延长钻杆时，联接处强度较低，在接头进入钻孔之前，要控制钻杆推入，以免钻杆折断伤人。
15、 锚杆（索）采用全长锚固，锚索紧固完后外露长度100~250mm；锚杆紧固完后外露长度10~40mm，预紧力必须达到设计要求300N.m。
16、打注锚索（杆）时操作人员严禁戴手套，防止手套绞到锚索（杆）及钻杆上。
17、钻孔时，不要一味加大气腿推力，以免降低钻孔速度，造成卡钻、断钎、崩裂刀刃等事故。钻机回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。
18、钻机加载和卸载时，会出现反扭矩，操作者应注意站位，合理把持摇臂手把，防止碰伤。作业人员要相互配合好。做好自保、互保工作。
19、张拉时，发现锚索锚固不合格的，必须立即在其附近补打合格的锚索。张拉后的锚索及时盘回，防止伤人。
20、每班施工结束要对该班所施工的锚杆进行二次紧固。 21、使用树脂锚固剂时应戴防护手套，避免与皮肤接触。 22、打注锚（索）杆时要有专人监护，发现不安全现象及时通知作业人员撤离。
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23、作业过程中必须随时进行敲帮问顶。 二、挂网安全措施
1、挂网前严格执行敲帮问顶制度，将浮矸处理掉。
2、联网时人员要站在永久支护侧进行，必须有专人监护，发现不安全现象及时通知作业人员撤离。
第七节 爆 破
1、爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破工作严格执行“一炮三检”、 “一炮三泥”、“三警戒”和“三人联锁”放炮制度。爆破工必须依照爆破说明书进行爆破。
2、爆破作业使用的煤矿许用毫秒延期限电雷管最后一段延期限时间不得超过130ms。
3、不得使用过期或变质的爆破材料，不能使用的爆破材料必须交回火药库。
4、放炮及警戒地点必须设在距爆破地点≥100m的坚固支护体下。 5、装配引药时必须设在顶板完好，避开电器设备和导电体的地点进行。并符合下列规定：
（1）严禁在爆炸材料箱上装配起爆药卷。 （2）装配起爆药卷数量，以当时需要的数量为限。
（3）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。
（4）电雷管只许由药卷顶部装入，严禁用电雷管代替竹 、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电
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雷管脚线连接成短路。
6、炮眼内的煤（岩）粉必须掏净，装入座底泥，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的药卷必须彼此密接。装药后炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余部分炮眼必须用粘土填满封实，对无封泥，封泥不足或不严的炮眼都严禁放炮。
7、装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线爆破母线与电器设备，运输设备以及掘进机械等导电体接触。
8、装药时，严格执行“彩带放炮制度”。具体要求如下： （1）煤仓内的炮眼必须使用“防静电阻燃爆破彩带”，彩带一端拴在引药上，另一端拉出炮眼口，眼口以外彩带外露长度不小于50厘米。
（2）班（队）长是现场放炮管理的责任主体，负责现场撤人、警戒，下达放炮命令、撤除警戒、清底验炮、监督彩带使用等工作。当班放炮员是现场放炮行为的责任主体，负责电爆网络测阻、彩带使用、放炮、验炮、爆破故障处理等工作。
（3）放炮员末携带彩带或末按上述规定使用彩带，班（队）长有权拒绝发布放炮命令；掘进现场作业人员或班（队）长拒不使用彩带的，放炮员有权停止装药、爆破。
（4）掘进现场作业人员或班（队）长、放炮员、瓦斯检查员必须严格执行打眼前、装药前、放炮前、放炮后、清底验炮时现场安全确认，每一环节现场安全末确认时，严禁施工下一项工作。
（5）清底验炮发现“拒爆、残爆或丢炮”爆破故障时，班（队）长必须停止爆破故障点附近20米内其他一切工作，当班出现的“拒爆、残爆或丢炮”必须当班处理完毕，只有在爆破故障处理结束后，确认安全情况下，放可进行其他工作。
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9、炮眼深度及炮眼封泥量必须符合《煤矿安全规程》第329条要求。
10、有下列情况之一者，不准装药放炮： （1）导向孔内被矸石堵塞时；
（2）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时； （3）炮眼内发现异常,有明显瓦斯涌出时，岩石松散等情况； （4）导向孔内风量不足时。
（5）空顶距超过规定或者支护有损坏、管线、设备工具没有效地保护
12、爆破前，班组长必须亲自布置专人，在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在有掩护的安全地点警戒。警戒处设置警戒牌、栏杆或拉绳。放炮警戒位置共4处：
（1）皮带大巷与轨道大巷联巷两端各设一处； （2）皮带大巷机尾与轨道大巷联接地点设一处。
13、严格执行“三人联锁放炮制”。放炮员持警戒牌，班长持放炮命令牌，瓦检员持放炮牌。放炮前，放炮员将警戒牌交给班组长，由班组长亲自布置专人警戒，并检查顶板、支护、工具、设备等情况，经清点人数确认无误后，班组长将放炮命令牌交给瓦检员。瓦检员接到放炮命令牌后，经检查瓦斯、煤尘符合放炮要求后，将放炮牌交给放炮员；放炮员接到放炮牌后，发出放炮口哨，进行放炮。放炮后，三牌各归原主。
14、放炮员必须最后一个离开迎头，放炮器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，不得转交别人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器。爆破后必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭成短路。
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15、爆破母线和连接线应符合《煤矿安全规程》第334条要求： 16、井下爆破必须使用发爆器。电雷管联接不得超过发爆器的最大发爆能力，防止拒爆现象发生。
17、从成束的电雷管中抽出单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
18、爆破前，脚线的连接可由经过专门训练的班队长配合操作，放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作，爆破前班组长必须清点人数，确认无误后方可下达爆破命令，接到爆破命令后，爆破工必须发出警号，至少再等5s后，方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。
19、爆破后，只有在工作面炮烟被吹散，警戒人员撤出后，人员方可进入迎头,爆破工和班组长必须巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、顶板支护、拒爆、残爆等情况，如有危险情况必须立即处理。
20、处理拒爆、残爆按《煤矿安全规程》第324条要求进行处理。 21、预防杂散电流引爆电雷管：
（1）严防电雷管脚线和放炮母线的裸露部分与其他物体接触，母线与网路接触前，一定要先检查母线是否带有杂电；
（2）加强井下机电设备和电缆的维护和检修工作；
（3）装配引药、装药、联线时，应铺上绝缘胶垫，操作人员在胶垫上作业，联线接头要用胶布包好；
22、严格火工品管理制度，炸药雷管分别放在专用的药管箱内，并上锁，爆破材料箱必须放在顶板完好，支架完整，避开机械和电器设备的地点，爆破时必须把爆破材料箱放在警戒线以外的安全地点。当班用不完的火工品要交还药库。
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第八节 轨道大巷交岔段加固安全技术措施
一、 工程概述:
根据1904工作面平、剖面图可知，1904胶带顺槽从轨道大巷上部穿过，两巷最近相距约1m。为确保1904胶带顺槽掘进机的安全通过，经矿有关人员研究决定对交岔地段的轨道大巷采取临时架密集棚的加固措施，（永久支护安全技术措施另附），为确保安全和工程质量，特制订本措施。
二、技术要求
1、轨道大巷交岔处支护断面保持原巷道的尺寸不变。
2、采用11#工字钢，架双棚支护，棚距净宽1.5m棚梁上密排工字钢支护；棚腿顶部焊接4根钢筋（Φ14mm³70mm）形成凹槽卡住顶梁，顶梁卡钉采用5³5的角铁焊接，将棚腿卡稳；柱腿上柱鞋（180³180³10mm的钢板）。棚腿到实底，底板松软时石鞋，石穿鞋规格300³200³150mm。
3、加固段的棚腿用锚杆固定，棚腿均布3根，用Φ20³2000mm的螺纹钢锚杆，CK2360锚固剂2支；在掘进机通过时段，加固处架井型木垛支护，木料规格：2000³200³150mm两面平的木料。
4、巷道交岔处以1904胶带顺槽中线，向两边加固，每边不少于5m。加固棚下增设双棚梁，棚梁用2.5m单体配合11#工字钢使用，工字钢梁长2m，腿长2.6m，所架棚离两端不大于700mm。
三、安全措施
1、施工时，必须先检查巷道的支护情况，严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业，确保安全后方可施工。
2、施工时，使用好临时支护，临时支护采用带帽点柱配合前探梁共同使用；带帽点柱规格：2.5m单体、400³200³70mm木帽；前探梁采用3寸的钢管3根，用30T刮板机链条固定，每根前探梁不少于3
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个固定点。所打点柱要牢固，点柱离梁端不得大于0.8m，每根前探梁相距1m，前探梁要紧贴棚梁，固定牢固。
3、支护的钢棚要牢固，不准架等劲棚，梁腿与原巷道一致，不得出现明暗不一的现象；所架挑棚、木垛必须牢固有力，挑棚梁必须密贴支护钢棚梁。所挖出的货物及时清理走。
4、加固地段施工完后，经有关部门验收合格后，方可撤离。 5、交岔处采用炮掘，严格控制底炮药量，保持底板完好，掘进距离大于掘进机的长度后，掘进机方可通过进入施工。在掘进机通过时段，加固处两端设警戒，严禁人员靠近或通过。
第九节 其 他
一、巷道内无杂物、无淤泥、无积水。材料、工具码放整齐，掘进工作面后方巷道畅通，支护完好，作业场所悬挂施工牌板。
二、严格按质量标准化有关要求施工。推行正规循环作业，提高正规循环率。
三、施工人员应熟记施工标准，按标准施工，加强质量管理，不符合质量要求的立即整改。
四、机械设备应保证完好，构件齐全。皮带机、刮板机旁浮货及时清理干净。风水管路不得存在跑风、跑水的现象。
五、养成良好的作业习惯，一项工作完成后，应将现场清理干净，工具收齐并摆放好，剩余物料装车打走或集中堆放整齐。
六、需要与本规程同时贯测的有： 1、《煤矿安全规程》
2、《掘进各工种操作规程及岗位责任制》 3、《煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法》
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第八章 灾害应急措施及避灾路线
第一节 灾害应急措施
一、瓦斯、煤尘爆炸事故应急措施
1、事故发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，对事故的类型和发生地点作出正确和科学的分析，然后要立即采取自救与互救措施，位于灾区的人员先要尽快撤离灾区，波及区域的人员在接到通知后也要及时撤离。
2、撤离时，遇险人员必须在当班现场负责人或有经验的老工人的组织带领下，按避灾路线迅速地进入就近进风风流中，撤离危险区。撤离时，应最少两人以上同行，要互相帮助，互相照顾。
3、撤离过程中，不要奔跑，防止自救器脱落。同时要防止二次爆炸，当冲击波或火焰袭来时，应立即趴下，以避开爆炸波的冲击、火焰的灼伤或有毒有害气体的袭击。当通过风门时，应随手将风门关好，以防风流短路、紊乱，造成事故范围扩大。
4、如来不及撤离.迅速转入独头巷道，堵住入口，以防毒气进入； 5、暂时躲避到安全地点，不能撤离的人员要沉着冷静，尽量减少活动，要在避难点巷道口处悬挂矿灯或定时敲打管子、道，发出求救信号；
6、避难地点如有压风管路,可设法打开管路,以得到新鲜空气； 7、当发生的事故使人员来不及撤离时人要背对冲击波的方向，脸向下扑倒在水沟里，用湿毛巾捂住口鼻，以减轻伤害，待爆炸波过后，再迅速迎风撤退；
8、救护队接到报灾电话后，应以最快速度全副武装赶赴事故现场积极抢救。
二、透水应急措施
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1、发生突水事故后，现场人员应将透水情况立即向调度室汇报，并在现场负责人的带领指挥下迅速开展抢险排水工作，保证排水设施达到最大排水能力，尽可能使工作面不淹或降低工作面淹没速度，为进一步有效开展防治水工作赢得宝贵时间。
2、如发生水灾时情况危急，水势凶猛无法抢救时，则应有组织地避开压力水头，迅速撤离事故区、沿避灾路线安全撤退。
3、调度室接到透水报告后, 应立即通知有关单位组织抢救，同时根据出水点和可能波及的区域，通知可能受害的单位迅速撤退。
4、当发生水灾事故时，灾区人员要在第一时间沿着避水灾路线就近往主、副井方向逃生，如果往主、副井方向的道路被水堵住，被困人员应就近往巷道最高点逃生，以等待救援，同时灾区人员要沉着冷静，增强同灾害做斗争的决心，并发出求救信号。
5、事故发生后，应立即组织技术人员奔赴出水点，观察分析水情，确定出水来源、性质、水压、水量及发展趋势，并向救灾指挥部汇报，救灾指挥部应根据水灾的性质和程度采取果断措施进行处理，以防事态扩大。
6、水灾发生后，由救灾指挥部下令，将水灾可能波及的区域的电源全部停掉。透水后，如情况许可，应组织人员清理皮带巷、轨道巷等地点，将水引入水仓，启动全部排水设备，全力以赴排水。
三、冒顶应急措施
1、及时架设临时支护，以减少空顶时间和面积。 2、及时架设正式支护。 3、恢复垮落区的正常通风。
4、在抢救中必须注意救护人员的安全，要加强支护，防止二次冒顶。
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5、清理冒落矸石时或冒落物时，使用工具要小心，以防伤害遇险人员。
四、火灾应急措施
1、遇火灾时，应视火灾性质、灾区通风及瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在没有切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。灭火过程中，必须由跟班队长、班组长或有经验的老工人统一指挥，瓦检员随时检查有害气体及风向、风量的变化，采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报矿调度及有关部门。如控制不住火势，所有人员戴上自救器，向进风方向撤离。
2、回风侧的人员能越过火区时，最好快速穿越火区，然后和进风侧人员沿进风线路撤退。若回风侧人员不能越过火灾地点时，应迅速佩戴好自救器，沿最近巷道快速进入其它进风风流巷道。
3、撤离过程中，不要奔跑，防止自救器脱落。同时要防止瓦斯爆炸，当冲击波或火焰袭来时，应立即趴下，以避开爆炸波的冲击、火焰的灼伤或有毒有害气体的袭击。
4、当撤离人员中的最后一人通过风门时，应随手将风门关上，以防风流短路，通风系统紊乱，导致采区受灾范围的扩大。
5、要采取有效措施防止二次火源的发生，防止引起瓦斯、煤尘爆炸；
6、如在进风井口，井筒内及井底车场发生火灾时，可采取反风或使风流短路的措施，如果停风后也能使风流逆转，可停止主扇运行；
7、在井下其它地点发生火灾时，应保持事故前的风流方向控制火区供风量。
8、在进风的下山巷道发生火灾时，必须有防止由于火风压而造成
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的主风流逆转措施。
9、在掘进头发生火灾时，不得随意改变原有的通风状态，需进入侦察或直接灭火时，必须有安全可靠的措施，防止事态的扩大。
五、矿井停风应急措施
1、接调度室通知后如果该工作面受停风影响应立即停止工作，切断施工地点所有非本质安全型电气设备的电源，在当班现场负责人的组织与带领下，迅速地进入进风大巷内（有电话的地点），撤离到位后现场负责人清点人数，就近汇报调度室，等待下一步指令。当撤离人员中的最后一人通过风门时，应随手将风门关上，以防风流短路或通风系统出现紊乱。
2、各集结地点得到应急救援指挥部的撤人命令后，在现场负责人的带领下组织本区域所有人员有秩序地按照避灾路线撤离至就近的安全出口。
六、压风自救系统和供水施救系统 按矿有关规定使用。
第二节 避灾线路
一、避灾原则
（一）发生火灾及瓦斯、煤尘事故的避灾原则
如果发生火灾、瓦斯或煤尘事故，应迅速就近进入新鲜风流巷道中，迎着新鲜风流到达主、副井底车场，然后按顺序升井。对于火灾区回风流中的人员，应就近通过风门进入新鲜风流巷道中，通过风门时，必须随手将风门关好，以防止风流短路或混乱导致事故灾害范围扩大。
（二）发生水灾事故的避灾原则
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如果发生水灾，本着“人往高处走，水往低处流”的原则，从本工作面就近进入上山巷道，从风井或副井至地面。
二、避灾路线
(一)正常通风情况下避灾路线
1、发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸的避灾路线
事故点→皮带大巷→集中皮带巷→副斜井车场→副斜井→地面。 2、发生水灾避灾路线
事故点→皮带大巷→集中皮带大巷→回风巷→回风斜井→地面。 (二)反风情况下避灾路线
发生水灾、火灾、瓦斯、煤尘爆炸的避灾路线
事故点→→皮带大巷→集中皮带大巷→回风巷→回风斜井→地面。
附图8-2-1：避灾路线示意图
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作业规程学习和考试记录
负责人: 传达人: 班次： 传达地点：
贯彻时间 年 月 日 班次 早班 中班 夜班 姓名 参加人员 工种 成绩 签字 实到人数 姓名 缺席人数 参加人员 工种 成绩 签字 应到人数 缺席人员姓名 78
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作业规程补充学习和考试记录
负责人： 传达人: 班次： 传达地点：
贯彻时间 年 月 日 姓名 参加人员 工种 成绩 签字 姓名 参加人员 工种 成绩 签字 79
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作业规程复查记录
作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 审查意见：
80
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