某矿风巷掘进作业规程
风巷掘进作业规程 审批意见
同意按此规程执行，并补充如下意见：
1. 掘进距80米防水线50米时，由地质部门编制专项防治水措施。
2. 安装小绞车如底板为全煤时要打好绞车基础，用砼施工，水：水泥：黄沙=1：2：3。 绞车中线与轨道中线夹角不超过1.50，绞车前方安装防跑偏装置和安全防护装置。
3. 按50米一组设置压风自救装置。
4. 水泵（包括备用泵）每班设专人检查。
5. 为确保某矿风巷正常掘进，地测部门要根据1606采空区积水情况，及时制定疏水降压方案。
6. 打锚索施工时，遇到锚索锚固范围内有煤层时，必须及时补打托棚对巷道进行加固。
7. 某矿风巷跨-550m东翼北轨道石门及-550m东翼13煤回风反上山时，必须编制跨巷道安全技术措施。
8. 在某矿风巷内接2路108mm（4寸）排水管路，备用2台30Kw潜水泵，以便打钻探放1606采空区内积水。
9. 巷道坡度超过70必须每隔40米在巷道下帮施工躲避硐室，规格同风巷绞车硐室目 录
审批意见 …………………………………………………………2
第一章 概况 ……………………………………………………5
第一节 概述 ………………………………………………………..5
第二节 编写依据 …………………………………………………..5
第二章 地面相对位置及地质情况 ………………………………………6
第一节 地面相对位置及邻近采掘情况 …………………………..6
第二节 煤（岩）层赋存特征 ……………………………………..6
第三节 地质构造 …………………………………………………..6
第四节 水文地质 …………………………………………………..7
第三章：巷道布置及支护说明 ……………………………………………7
第一节 巷道布置 ………………………………………………..7
第二节 矿压观测 ………………………………………………..8
第三节 支护设计要求 …………………………………………..8
第四节 支护工艺 ………………………………………………..9
第四章：施工工艺 ………………………………………………………………… 11
第一节 施工方法 ……………………………………………….11
第二节 掘进方式 ……………………………………………….11
第三节 装载与运输 …………………………………………….13
第四节 设备及工具配备 ……………………………………….13
第五章：生产系统 ………………………………………………………………….12
第一节 通风 ……………………………………………………13
第二节 压风 ………………………………………………………14
第三节 供水 ………………………………………………………14
第四节 综合防尘 …………………………………………………14
第五节 防灭火及隔爆 ……………………………………………14
第六节 安全监控 …………………………………………………15
第七节 供电 ………………………………………………………15
第八节 排水 ……………………………………………………...15
第九节 运输 ………………………………………………………15
第十节 照明、通信和信号 ………………………………………16
第六章：劳动组织及主要技术经济指标 ………………………………16
第一节 劳动组织 ……………………………………………….16
第二节 作业循环 ……………………………………………….17
第三节 主要技术经济指标 …………………………………….17
第七章：安全技术措施 ……………………………………………………17
第一节 一通三防 …………………………………………………17
第二节 顶板 ………………………………………………………18
第三节 爆破 ……………………………………………………..19
第四节 防治水 …………………………………………………..21
第五节 机电 ……………………………………………………..21
第六节 运输 ……………………………………………………..24
第七节 巷道拨门 ………………………………………………..26
第八节 防突及其它 ……………………………………………..26
第八章：灾害应急措施及避灾路线…………………………………………31
第一节 灾害应急措施 ………………………………………….31
第二节 避灾路线 ………………………………………………32
附图
巷道设计平（剖）面图（或示意图）
地质平、剖面图（或综合柱状图）
巷道支护断面图
巷道临时支护平、剖面图
炮眼布置三视图
通风系统图
安全监测系统图
爆破警戒图
供电系统图
避灾路线图。第一节 概述
工程名称、用途及服务年限
此工程名称是某矿工作面风巷，其作用主要是为某矿综采工作面回风和运输用。服务年限1年。
二、工程概况
1．简要文字说明
某矿风巷西起某矿专用回风上山，东到6煤80m防水煤柱线，设计水平长度为1724.2m，西块段沿6-1煤直接顶施工，东块段夹矸增厚，6-1煤分为两层，视夹矸厚度沿上层煤直接顶施工，施工方位角а＝105°。
2．工程概况表：
三、附：某矿风巷巷道布置及通风系统平面示意图
第二节 编写依据
设计文件
〈〈某矿工作面巷道布置图〉〉，由新集二矿总工办设计，图号XHS-061034，比例1：2000，2006年9月25日批准。
地质说明书
1.名称：〈〈116108～136108工作面掘进地质说明书〉〉，由新集二矿生产技术办提供。
2.批准时间：2006年12月19日
矿压资料
由于某矿工作面位于E1808采空区下方，上部1606采空区，采动压力未完全稳定。风巷掘进期间，受采空区采动影响，且6-1煤顶板变化较大，预计矿压显现较明显。
四、其它技术标准、规范
1.《煤矿安全规程》（国家安全生产监督管理局于2004年11月3日发布，2005年1月1日起执行）。
2.《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）及执行说明》（国家煤矿安全监察局于2004年2月23日以煤安监办字[2004]24号文印发）。
3.《新集二矿安全技术操作规程》，2004年7月下发执行。
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掘情况
一、地面位置
某矿工作面地面对应于05线～09线之间的湖中岛、西肥河大坝和部分农田区。
二、井下位置及四邻采掘情况
西起-550m东6煤皮带上山，东至6煤80m防水煤柱线，风巷距1606工作面（2006年8月回采完）15m，北部1610工作面未布置。工作面上方对应8煤的E1808（2002年回采），11-2煤的1102（2000年回采）、1104（2003年回采）工作面。
第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层
1.6-1煤：黑色亮煤为主，粉末～碎块状，富含镜煤条带，厚度较稳定，工作面东块段6-1煤层普遍含有一层夹矸，夹矸厚0～0.7m，由西向东夹矸逐渐增厚。工作面西块段，当6-1煤层夹矸厚度大于0.7m时，煤层分岔，上层煤定为6-1煤上煤层，6-1上和6-1煤之间的夹矸岩性主要为深灰色的泥岩，厚度范围在0.8～3.4m，一般为2.1m左右，07线位置厚3.4～2.0m，08线往东厚0.8～1.6m。
2.直接顶：泥岩，厚度2.2～6.2m，平均4.4m，灰～灰黑色，泥质结构，向东逐渐转化成砂质泥岩结构，局部夹粉砂条带。
3.直接底：粉砂岩、细砂岩，厚度2.5～7.5m，平均5.0m，粉砂岩、，薄～中厚层状，局部夹有细砂岩。泥岩、灰色，薄层状，泥质结构，局部夹泥质薄层及一条薄煤线。
4.老底: 粉砂岩、细砂岩，厚度8.8～16.2m，平均12.5m，浅灰～灰色，薄～中厚层状，以石英、长石为主，局部夹粉砂质薄层，水平层理。
5.瓦斯：5.924cm3/g可燃物（据0501钻孔资料）。
6.煤尘具有爆炸性。
7.6-1煤有自然发火危险，发火期为3～6个月，属较易自燃煤层。
8.地温：本片为地温异常区，平均地温梯度3.4℃／百米，工作面煤体原始温度33℃。
9.普氏硬度（f）：煤层0.65，夹矸2.5，直接顶2.5，直接底4.5。
二、综合柱状图
附后。
第三节 地质构造
概述：某矿工作面为总体上呈倾向北、走向近东西的单斜构造，煤层倾角在4°～12°之间，工作面内煤层平均倾角8°左右。由于受井田区域构造的影响，工作面断层、褶曲及裂隙较发育，局部顶板破碎，煤层厚度及产状有一定的变化，对采掘有一定的影响。预计某矿工作面风巷分别掘进到：
1）360 m时揭露物F6106-2正断层，倾向165°，倾角25°，落差3.0m。
2）364 m时揭露物F6106-3正断层，倾向170°，倾角45°，落差2.3m。
3）1080 m时揭露物F6106-4逆断层，倾向165°，倾角10--20°，落差0.6m。
4）1300 m时揭露物F6106-5正断层，倾向150°，倾角35°，落差4.2m。
第四节 水文地质
本工作面位于E1808采空区下方，但由于采空区下距6-1煤平均41m左右，因此采空区水对某矿面掘进一般不会造成大的影响，但在掘进过程中须对水体进行探放。6-1煤顶板砂岩平均厚13m，裂隙不发育，富水性弱。预计掘进过程中揭露顶板裂隙发育处或断层处，会出现淋、滴水现象。预计风巷切眼位置接近80 m防水煤柱，应防夹片地层水的危害。巷道部分地段淋水现象较严重,巷道低洼处挖水池，并设泵排水。由于风巷距1606（2006年8月回采）工作面较近，净垛距仅10米，因此，1606采空区水是某矿风巷掘进的一大隐患，在掘进过程中须提前探放1606采空区积水，疏水降压，方可继续掘进。并为以后工作面安全回采提供保障。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
一、巷道布置
1.巷道布置在6-1煤中。
2.施工方位角а＝105°。
3.开口位置在某矿专用回风上山东帮与某矿风巷联巷交叉处。
二、巷道断面形状及断面尺寸 (见附图)
1.锚网索支护：矩形断面,设计尺寸为：净宽4.2m，净高2.8m，净断面11.76m²。
掘宽4.4m，掘高2.9m，掘进断面12.85m²。由于施工期间考虑侧压影响，施工时可以按分中放大150mm施工。
2.架棚支护：梯形断面，设计尺寸为：下底净宽4.7m，上净宽3.4m，净高2.8m，净断面11.34m2。下底掘宽5.04m，上掘宽3.7m，掘高2.97m，掘进断面13.02m2。由于施工期间考虑侧压影响，施工时棚腿下底净宽可以按分中放大100mm施工。
3.风管、供水管、排水管挂在上帮，标准为：
3.1最下面管子距巷道底板高度为1.8m，每隔4ｍ打一根帮部锚杆进行固定，采用抱箍方式吊挂，或者管接头两端100ｍｍ处用8#铁线双股吊挂。最小的管子在上面，最大在下面，管子的间距为150ｍｍ。
3.2所有的管路，每隔100ｍ设一管标，管标采用白底红字，内容为用途、规格型号。
3.3所有的管路进行一次油漆防腐，供水管子表面刷绿色漆；供风管子表面漆黄色漆，排水管子表面漆黑色防腐漆。
4.电缆吊挂下帮，标准：
4.1最下一根距底板不低于1.8ｍ，电缆钩必须有5个以上钩头，钩头间距为1.0ｍ。
4.2电缆钩内电缆的排列顺序为：由下而上为高压电缆到低压电缆，不得交叉，高压电缆与低压电缆间距不小于100ｍｍ。
4.3各种小型电缆采用特制电缆钩平行吊挂，不得交叉、捆扎吊挂。
5.风筒吊在上帮距离顶板约300mm的距离，要求尽量平直、逢环必挂。
附：锚网支护断面图、架棚支护断面图
第二节 矿压监测
一、观测内容
锚网支护时，每隔50m设一顶板离层监测仪；每30～50m 巷道做一组锚杆、锚索抗拔力试验。
二、观测及抽查方法
1.离层仪安装时，先用锚索机打一个6m深的孔，用安装导杆安装6m的细筒，再用导杆安装2m的粗筒，最后安装托盘。粗筒以托盘为参照物读数，即内离层量，细筒以粗筒为参照物读数，即外离层量。内离与外离之和即为总离层量。6-1煤顶板离层临界值为：内离量12～16mm，外离量14～20mm，总离量26～36mm，如内、外离层量之一达到临界值时，必须及时对巷道采取加固措施。
2.设一组锚杆、锚索抗拔力试验时，只要有一根锚杆或锚索的锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，必须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆或锚索前后30m巷道重新支护，直至抽查合格为止。必要时采取套棚、打托棚等特殊支护方法加固顶板。
第三节 支护设计要求
支护形式
根据巷道围岩性质，充分利用矿压观测资料，依据施工现场实际情况选择科学的支护设计，确定巷道支护形式。巷道断面设计：在顶板完整的情况下采用斜梯形断面、锚网索支护，在顶板破碎地点采用梯形断面、架棚支护。过地质构造带或顶帮来压显著时，在原有的支护形式下套工字钢棚或增打托棚。
支护材料
1、锚网支护材料：顶部选用φ20mm×2200mm的全螺纹钢等强锚杆，120mm×120mm×10mm窝形托板，帮部选用φ18mm×2000mm普通全锚锚杆，100mm×100mm×8mm窝形托板；钢带选用d12mm圆钢焊制的H型钢带；锚网为φ4mm钢筋焊制的1000mm×1000mm钢筋锚网；正常情况下锚索选用直径15.24mm、长为6.3m的钢绞线锚索，当锚索不能锚固到坚固岩层中时，合理加长锚索，最长不超过9.3m，选用300mm×300mm×10mm、150mm×150mm×10mm锚索托板；锚固剂选用Z2360型或Z2850型树脂锚固剂；折帮显著时可选用300mm×200mm×50mm木托板配合锚杆托板进行护帮。
2、架棚支护材料：选用梁长×腿长＝3.65m×3.15m矿用12#工字钢棚，直径30～40mm、长度700～800mm的搪材棍，笆片，铁拉勾，木撑子，木刹等。
3、加强支护材料：选用长度3.0m，直径不小于200mm的圆木托棚腿和4/5圆木托棚梁。
支护参数
根据某矿工作面设计以及采用工程类比法，参照1606工作面风机巷支护参数：
1、锚网索支护：顶板布置6根Φ20×2200mm等强锚杆，帮部布置8根Φ18×2000mm普通全锚锚杆，上帮5根，下帮3根，当顶板倾角小于6°时，两帮锚杆均按4根布置。锚杆排距均为750mm，间距顶板和下帮为800 mm，上帮为700mm；锚索按双排三花型布置，间排距3000×1500mm，如锚索锚固端在煤体中，应及时加长锚索，直至锚固端锚固在坚硬实体岩层中。 但锚索最长不超过9.3米。
2.架棚支护：架12#矿用工字钢梯形棚，棚距500 mm，顶帮压力大时架对棚，对棚棚距600mm。
第四节 支护工艺
临时支护
1.临时支护的选择
锚网支护：采用可伸缩式油压安全带帽点柱或圆木带帽点柱进行临时支护；架棚支护：采用金属前探梁作临时支护。
2.临时支护的施工工艺
2.1锚网加锚索支护：即掘进后先进行敲帮问顶，找尽危岩浮矸，然后铺好顶部锚网，及时将戴帽点柱打在迎头空顶下，正常情况下最大控顶距不超过二排锚杆，即1.7米。如顶板不太好，最大控顶距不超过一排锚杆，即0.95米。
2.2架棚支护断面：掘进后先进行敲帮问顶，找尽危岩浮矸，后进入迎头及时将前探梁窜到迎头空顶下，其上方及时过上棚梁、接顶，以起临时支护作用。其最大控顶距不超过二棚，即1.2米。在顶板漏顶、掉顶的情况下,控顶距不超过0.6米。
3.临时支护的质量要求
3.1锚网支护：点柱必须打在硬底上，底板松软时应穿木鞋，确保牢固可靠。柱帽选用1.0～1.2m长的方木（或木轨枕），厚度不少于100mm；点柱选用可伸缩式油压安全点柱，柱体选用2寸钢管和1寸半钢管插接，有效支撑高度不低于2.6m，工作阻力不小于30KN，也可用长2000mm直径200mm以上的圆木点柱。点柱要垂直顶板打。正常情况下柱帽垂直巷道走向布置，顶板不规整时柱帽方向可作适当调整，一柱一帽为一组，每次使用两组。打带帽点柱前必须先进行敲帮问顶，并检查点柱完好状况，损坏的点柱或构件要及时修理或更换。顶板永久支护完成后，才能拆除带帽点柱。
3.2架棚支护：采用金属前探梁做临时支护，前探梁选用两根22kg/m轨道， 每根前探梁长度4m，用三道锚链锁固在棚梁上，最迎头的棚梁不得作为前探梁的生根点。前探梁与锚链间用木楔楔紧，防止滑动，如超过10º的上下山施工时，前探梁要用铁丝与后面的永久支护连接牢固。窜前探梁前必须先进行敲帮问顶。施工人员站在有支护处作业，用笆片、搪材对前探梁上方的棚梁顶板进行支护。
永久支护
1.架棚支护：
安全检查→窜前探梁→上棚梁→搪材、笆片过顶→刷帮→挖棚腿窝→栽棚腿腰帮。
2.锚网支护：
1.1锚网支护：安全检查→钻顶板锚杆孔→装树脂药卷→搅拌并及时打顶板锚杆→加锚杆托板上紧镙丝→刷帮出货→打帮部锚杆。
1.2锚索支护：安全检查→准备→钻锚索孔→装树脂药卷→搅拌锚索→上托板加压。
3.永久支护的技术、质量要求
1 .锚网索支护：
1.1巷道设计分中净宽为2.1m，考虑侧压影响分中可放大150mm，允许误差0－150mm，在煤层松软、遇构造片帮等情况，须首先施工护帮锚杆。对于片帮严重处，可靠帮施工一路一梁三柱托棚加强支护。设计净高为2.8m，允许误差0－50mm。
1.2顶部采用φ20ｍｍ×2200mm的全锚螺纹钢等强锚杆，帮部用φ18ｍｍ×2000mm全锚普通锚杆。顶帮部锚杆铁托板规格为120mm×120mm×8mm窝形托板。顶帮锚杆眼深分别为2100mm、1900mm。钢带采用H型普通钢带，用φ12mm圆钢焊制成，钢筋锚网规格为1000mm×1000mm。正常情况下，帮锚杆滞后顶板锚杆不超过6排。如帮部侧压大，有片帮时，帮锚杆滞后顶板锚杆不超过4排。
1.3锚杆排距750mm,间距顶板800ｍｍ，上帮700ｍｍ，下帮800ｍｍ。允许误差±100mm。
1.4 相邻锚网之间采用插接方式进行搭接。搭接处每隔200 mm用14#铁丝双股绑扎。或者在打前一排锚杆时，提前将后排的锚网压接好。钢带与钢带、锚网与锚网搭接长度不小于100mm，钢带必须压在锚网搭接处。钢带搭接处必须用打锚杆固定。
1.5 锚杆外露长度：露出螺帽10mm－30mm，锚杆与巷道轮廓线或岩面垂直，其夹角不小于75°。托板要紧贴岩面，螺帽要上紧。
1.6顶板等强锚杆施工时，采用ф27mm钻头、锚索机打眼，顶帮锚杆每眼配2卷Z2360型树脂药卷。顶板树脂药卷用锚索机搅拌，搅拌时间为30－45S，待10分钟树脂凝固后，再用锚索机旋进螺帽。帮部用风煤钻打眼，ф27mm钻头、麻花钻杆，每眼配2卷Z2360型树脂药卷。搅拌时间为30－45S，待10分钟树脂凝固后，用锚索机拧紧螺帽。顶部锚杆锚固力不小于100KN/根，帮部锚杆锚固力不小于50KN/根。
1.7 锚索采用直径为15.24mm、长为6.3m的钢绞线施工。如锚索锚固端在煤体中，应及时加长锚索；顶板锚索按双排三花眼布置，单排锚索间距3000mm，每排距巷中750mm。
1.8 施工后的锚索外露长度不小于200mm，不大于300mm。
1.9施工锚索时采用锚索机配合φ27mm钻头打锚索孔，正常情况下孔深6米，当锚索不能锚固到坚固岩层中时，合理加长锚索，最长不超过9.3m，孔深9米,每个锚索孔采用3卷Z2360型树脂药卷，用锚索机充分搅拌30－45s，待半小时后，将锚索托板及锚具套在锚索上，采用YCD-180-1型液压千斤顶加压，使托板紧贴岩面，施工锚索加压时，油泵压力达27－33Mpa,确保锚索预紧力在80-100KN之间。
1.10锚索托板采用正方形钢板加工而成，大托板规格为300mm×300mm×10mm，小托板规格为150×150×10mm，采用两块托板叠加使用，大的在上，小的在下。
1.11 锚索正常情况下滞后迎头15米，在顶板较破碎时紧跟迎头。
1.12锚网支护时，当煤帮片帮深度超过300mm时，必须先贴帮进行锚网支护（可不要钢带），再按设计尺寸、永久支护的要求进行永久支护，即采用双层支护方式，两层支护间严密填实，锚杆螺母必须拧紧，螺母扭矩达100N.m。
2. 架棚支护：
2.1 设计：净高为2.8米，允许偏差为0－50mm。上净宽为3.4m，下净宽为4.7ｍ，考虑侧压影响分中可放大150mm。分中允许偏差0-50mm。
2.2架棚规格为梁*腿＝3.65ｍ×3.15ｍ工字钢棚，搪材笆片腰帮过顶，每棚用4道拉勾連成一体。超过10º上山施工，每棚增加5道木撑子，棚梁两端及中间各一道，棚腿两帮拉勾处各一道。且木撑子要有劲，并打成一条直线。肩窝必须接实，凡有空隙处用木楔刹紧。
2.3棚距为500mm。允许误差±100mm。
2.4棚梁两端水平度允许误差不大于40mm，棚腿要求明暗一致。
2.5水平巷道棚子前倾后仰不得超过±10，倾斜巷道棚子迎山角为巷道坡度的1/6－1/8，允许偏差＋1°，不得退山。
2.6搪材笆片腰帮背顶时，每棚用笆片6片。搪材30组，每组2根并用，间距300mm，顶上用12组，帮部用9组。搪材长为800mm，直径不小于30mm，无腐朽。
2.7顶和帮必须背实，有空隙处必须用半圆木或板皮、三棱木接实。
巷道（围岩）加固措施
1. 锚网支护：顶板较破碎处可增加十字钢带加强支护。视顶板破碎程度不同可增加托棚或套棚加强支护，套棚规格采用3.65m×3.15m工字钢棚，棚距500mm；一梁三柱托棚加强支护，托棚施工在巷中偏上帮450ｍｍ，托棚梁采用直径不小于200mm、4/5圆木，腿采用直径不小于200mm的圆木，梁长3.0m，腿长3m。套单棚不能满足需要时套对棚，对棚棚距0.6ｍ。
2. 架棚支护：顶板压力大处架对棚及打一梁三柱托棚支护（规格同上），对棚棚距0.6ｍ。
后附：巷道支护断面图
巷道临时支护平、剖面图
第四章：施工工艺
第一节 施工方法
一、施工顺序
综掘机掘进→出货→临时支护→永久支护、够打锚索位置打锚索、清理钉道→管线安装吊挂
爆破掘进→出货→临时支护→永久支护、够打锚索位置打锚索、清理钉道→管线安装吊挂
二、施工方法
1.正常施工方法
1.1掘进方案：按地测部门给的中线，西块段沿6-1煤直接顶掘进施工，东块段沿6-1上层煤直接顶施工。
1.2掘进方式：某矿风巷采用综掘机、风搞、手镐配合掘进，遇构造综掘机不能掘进时采用放炮掘进，刮板机、皮带机联合运输，多工序平行、交叉作业，一次成巷的施工方法。
2.拨门施工方法
拨门施工，因某矿风巷拨门处为锚网支护，可施工锚索吊梁对顶板进行加固处理，故可直接拨门，拨门后，须将上帮拐角处用横向钢带及锚网包好。
3.过断层破碎带施工方法
3.1过断层破碎带，如综掘机不能破岩时，必须采用放炮作业。
3.2采用边掘边探的方法探明断层的产状，视断层的性质及落差情况找煤。
3.3工作面见断层后，应视断层产状适当挑顶或破底，使巷道尽量少托顶煤或破顶掘进，应趁匀巷道度数；如前方煤在上方，则从迎头向后退5米，挑顶；如前方煤在下方，则从迎头向后退5米，卧底。上下山坡度控制不超过15度。断层落差大于1.5米时，另编制过断层专项安全技术措施。
第二节 掘进方式
一、机掘施工
1、设备配备及布置
工作面配备一台EBJ-120型综掘机掘进，布置在迎头，经转载皮带向后面的皮带机出货。
1．锚网索支护：
锚网支护：安全检查→综掘机掘进、出货 → 安全检查临时支护→ 打顶板锚杆→刷帮出货→打两帮锚杆。
锚索支护：安全检查→准备→钻孔→搅拌锚索→上托板加压(滞后迎头5～15m平行作业)
2．架棚支护：安全检查→综掘机掘进、出货→安全检查→临时支护（窜前探梁，上棚梁，过顶）→刷帮、栽棚腿腰帮。
3.截割方式
沿巷道中心线分两步截割，第一步截割中线东帮，第一刀从上向下沿“S”型路线来回截割，第二刀从上向下刷直煤帮，然后将底板扫平；第二步截割中线西帮，方法同上。当顶板破碎时，可在第一步割煤完成后，先对顶板进行支护，然后再进行第二步割煤工序。附：综掘机截割线路图
二、炮掘施工
（一）、凿岩设备及工器具
配备MQT－110型气动锚索钻机，7655型凿岩机，风镐，手镐，铁锤，铁锹，风煤钻等。
（二）、工艺流程
1.锚网索支护：
锚网支护：安全检查→延刮板机→打眼→装药、联线→放炮→安全检查→出货→ 安全检查临时支护→ 打顶板锚杆→刷帮出货→打帮锚杆。
锚索支护：安全检查→准备→钻孔→搅拌锚索→上托板加压(滞后迎头5～15m平行作业)
2.架棚支护：
安全检查→延刮板机→打眼→装药、联线→放炮→安全检查临时支护→刷帮出货→栽棚腿腰帮。
（三）、炮眼布置
1.爆破条件
炸药种类 矿用三级含水乳胶炸药 掘进断面 锚网支护 12.85m2
架棚支护 13.02m2
雷管型号 毫秒延期电雷管 循环进度 锚网支护 1.5m
架棚支护 1.0m
2.炮眼布置 附：炮眼布置三视图
3.附：爆破说明书
第三节 装载与运输
某矿风巷采用综掘机自动装载，辅助人工采用铁锹清理出货。在某矿风巷内依次安装两部SSJ－800型胶带运输机，每部长900m，某矿风巷联巷内安装一部90m长的SGB-420型刮板运输机，然后转载到东翼6煤轨道上山胶带机出货系统至主井煤仓。
第五章：生产系统
第一节 通风
一、通风方式
通风方式为压入式。
二、通风系统
1.通风设施：2×30KW对旋式局部通风机、Φ700mm和Φ800mm抗静电阻燃软质风筒。
2.通风路线
新风：地面→副井→-550进风石门→-550东大巷→-550东翼6煤下车场（后期一路：地面→-450副井口-→461集运巷6→煤东翼集运巷→）→6煤东翼轨道上山→局扇→风筒→某矿风巷联巷→某矿风巷迎头。
乏风：某矿风巷迎头→某矿风巷→某矿专用回风上山→1606专用回风上山→-450m东翼回风石门→-450东大巷→风井→地面。
附：通风系统示意图
风量计算及验算
1.风量计算：
A、按瓦斯涌出量计：Q＝100*q*k=100*0.75*2 =150m3/min。
式中q为工作面瓦斯绝对涌出量：0.75 m3/min，k为工作面瓦斯涌出不均衡系数取2。
B、按人数计算：Q=4N=4*58＝232 m3/min。式中N为工作面同时最多人数,，取58人。
C、按炸药消耗量计算：Q=500A/t=500*9.6/16＝300 m3/min。
A为一次爆破最大装药量，9.6Kg, t为放炮后等待时间，16min。
2.验算：按最大、最小允许风速验算
最小允许风量：Q≥60*0.25*S1=15*11.76=176.4 m3/min；
最大允许风量： Q≤60*4*S2=240*11.3=2712 m3/min
式中S1为巷道最大净断面，取11.76m2。S2为最小净断面取11.3 m2。
通过以上计算、验算可知，某矿风巷施工期间选择供风量应不小于300 m3/min。
四、风机选型及安装
已知2×30KW对旋局扇：供风距离在1500m～2000m内，其供风量为320～200 m³/min。供风距离在1000m～1500m内，其供风量为400～260 m³/min。 而某矿风巷最长供风距离为1850m。通过以上计算：某矿风巷施工1000米以前,选用一台2×30KW对旋局扇供风就能满足要求。但施工1000米以后，考虑风阻、漏风、巷道温度等，实际供风量不能满足要求，要加一路一台2×30KW对旋局扇供风，局扇均设在6煤东翼轨道上山内新鲜风流中。风筒选用Φ700mm（考虑风压前300米为Φ800mm）的抗静电阻燃风筒。
第二节 压风
1.风源：地面压风机房。
2.压风方式；地面机房通过活塞式或螺杆式空气压缩机，经过管径Φ219mm主供风管及风水分离器等辅助系统，到某矿工作面风巷分供风管，向迎头供压风。
3.管径、风压：某矿风巷采用4吋供风管。到迎头风压要求不低于4.5MPa。
4.压风路线：地面压风机房→副井→-550m轨道石门→-550东大巷→-550东翼6煤下车场→6煤东翼轨道上山→某矿风巷联巷→某矿风巷迎头。
第三节 供水
1.水源：-450m清水泵房。
2.供水方式； 通过水仓自然水位高差，经过主供水管道和分供水管道，由高水位向低水位供水。
3.管径、水压：采用4吋供水管。到迎头水压要求不低于4MPa。
4.供水路线：-450m清水泵房→副井→-550m轨道石门→-550东大巷→-550东翼6煤下车场→6煤东翼轨道上山→某矿风巷联巷→某矿风巷迎头。
第四节 综合防尘及隔爆
1.文字说明
某矿风巷采用4吋防尘供水管路系统，在施工地点回风侧30m巷道内设置三道覆盖全断面的喷雾，每道喷雾间距为3～5m，各转载点设置喷雾头，综掘机落煤、放炮前、后及出货时喷雾打开，无尘时关闭。随着巷道向前掘进，每50m设一处风水闸阀以便于洒水。在掘巷道每圆班要洒水灭尘一次，迎头向后50m内及转载点前后20m内每小班要洒水一次。距迎头60～200m设一组隔爆水棚，总装水量应确保不小于200L/m2。施工人员必须戴好防尘口罩，做好个体防护。
2.附图
附：某矿风巷防尘系统示意图
第五节 防灭火
1.防灭火消防供水系统：防尘供水管路兼作消防供水管路，各转载点尤其皮带头装备供水三通。
2.防灭火器材及存放: 每处防灭火器材主要有灭火器2台、沙箱一个、黄沙0.3m3、铲子2把等。存放在各转载点皮带头、机电设备硐室。
第六节 安全监控
1.监控装置的安装地点、数量及相关瓦斯浓度规定：
①甲烷传感器电缆悬挂在电缆钩上，距动力电缆不小于100mm。
②T1探头悬挂在距迎头3～5m范围内，距顶板≤300mm，距帮≥200mm。T2探头悬挂在某矿风巷拨门口向内距某矿专用回风上山10～15m处。
③洒水灭尘时，必须妥善保护好甲烷传感器。
④断电点及复电、报警点的瓦斯浓度：T1断电点≥1.3%，报警点≥0.8%，复电点<0.8%；T2断电点≥0.8%，报警点≥0.8%，复电点<0.8%；T1、T2断电范围：某矿风巷、联巷及其回风巷内所有非本质安全型的电器设备（包括电缆），断电后必须待瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可人工复电。
2.监控系统路线布置
监测路线：某矿风巷迎头探头T1及某矿风巷拨门口探头T2→东翼6煤轨道上山→东翼6煤下部车场→-550m东大巷→-550m轨道石门→副井→地面监测主机。
附：某矿风巷监控系统示意图
第七节 供电
1.供电路线：地面35KV变电所→-550m进风石门→-550m中央变电所→-550东大巷→-550东翼6煤下车场→某矿机巷联巷移动变电站→某矿风巷联巷、某矿风巷各种机电设备。
2.供电方式：采用移动变电站供电。
3.电压等级：660V、127V。
附：某矿风巷供电系统图
第八节 排水
1．某矿风巷内设置二路（探放1606老塘水加设一路）4吋排水管路，排水管距迎头不超过50m，风巷低洼处设水泱，用电泵或风泵排水。
2．排水路线：某矿风巷→某矿风巷联巷→6煤东翼轨道上山→-550东翼6煤下车场排水沟→-550东大巷→－550m中央泵房→地面。
第九节 运输
1.运料系统：
某矿风巷及联巷内铺设22kg/m轨道，轨距600mm，轨枕间距700mm。
生产支护材料及机电材料等使用1吨矿车、叉车运输，-550运输大巷内用电瓶车牵引，进入-550东翼6煤下车场后，经6煤东翼轨道上山25KW绞车运至某矿风巷联巷，然后经11.4KW对拉绞车运至某矿风巷料场。
路线：地面→副井→－550m副井口→－550m进风石门→-550东大巷→-550东翼6煤下车场→6煤东翼轨道上山→某矿风巷联巷→某矿风巷料场→迎头。
2.运煤（矸）系统：
迎头煤矸通过EBJ-120综掘机铲板耙爪，直接耙到综掘机自带刮板运输机，通过SSJ-800型胶带运输机和SGB-420型刮板运输机运到煤仓。某矿风巷内随工作面推进依次安装两部胶带运输机，某矿风巷联巷内安装一部刮板运输机，再到6煤东翼轨道上山内胶带运输机。
路线：迎头→某矿风巷→某矿风巷联巷→6煤东翼轨道上山→-450m东翼6煤集运巷→6煤出煤联巷→主井煤仓→主井→地面。
第十节 照明、通信和信号
一、照明
在某矿风巷联巷、某矿风巷各装载点、设备机头硐室、绞车硐室安装照明设施，配20W防爆日光灯，照明在常开状态。综掘机运行时使用好前后照明灯。
二、通讯
1.设施、位置：在某矿风巷迎头向后50m内安装一部直通调度室的防爆电话。
2.通讯路线：
矿调度室主机→地面→副井→－550m副井口→－550m进风石门→-550东大巷→-550东翼6煤下车场→6煤东翼轨道上山→某矿风巷联巷→某矿风巷迎头。
三、信号
电绞、皮带机、刮板运输机等设备信号全部采用矿用隔爆型声、光信号装置，应确保这些设备安全、可靠运行。
使用ELP4-4型照明综保集中控制。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
作业制度
1.作业制度：采用“三、八”制作业。
二、劳动组织图表
“三、八”制
第七章：安全技术措施
第一节 一通三防
1．通风管理措施
（1）局扇要有专人看管，风筒吊挂要平、直，逢环必挂，迎头风筒不落地，风筒距迎头全岩断面不超过10m，半煤岩巷道不超过8m，煤巷不超过5m。风筒破口要及时修补。
（2）施工作业人员应爱护局扇、风筒等通风设施。
（3）局部通风机必须指定专人负责管理，保证正常运转，局部通风机必须装有风电闭锁，掘
进工作面的电器设备实现瓦斯电和风电闭锁。
（4）不准随意停局扇，因检修、停电等原因停局扇时，必须撤出人员，切断电源。
（5）安设局部通风机时，通风机吊挂高度离底板应大于0.3m。
（6）局部通风机应实行“三专供电”即专用变压器、专用开关、专用线路。
（7）严禁在无风或微风下作业。
2．瓦斯管理措施
（1）工作面回风巷风流中瓦斯浓度≥0.8%或二氧化碳浓度≥1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员。等通风区采取措施处理，瓦斯浓度小于0.8%或二氧化碳浓度小于1.5%时才许进入工作面。
（2）加强局部通风，风筒吊挂以及距迎头的距离必须符合规程的要求，防止瓦斯积聚，当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。
（3）局部通风机因故停止运转，在恢复通风前必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局扇，恢复正常通风。
（4）当工作面迎头的瓦斯浓度达到0.8%时，应停止工作，进行处理。当瓦斯浓度达到1.3%时，切断电源，撤出人员，进行处理。
（5）班队长及电钳工必须佩带便携式甲烷检测报警仪。电钳工打开电气设备前必须检查设备附近20米内的瓦斯情况，只有瓦斯浓度低于0.5%时，方可打开。
（6）爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁装药爆破。
3．防尘管理措施
（1）在施工地点迎头向后30m设置三道能覆盖断面的水幕喷雾，喷雾间距3～5m，综掘机割煤或爆破时开雾灭尘。爆破前后及出货时对迎头20m范围内巷道及岩堆洒水除尘。
（2）迎头向后60～200m设置隔爆水棚一组，水量不低于200升/m2。各转载点设置一道喷雾，每隔50m设置一道水闸阀。
（2）严禁打旱眼，打帮部锚杆眼时为保证树脂锚固剂的锚固效果可以不带水，但必须采取外喷雾降尘措施，爆破时必须使用水炮泥。
（3）定期（每小班）对整条巷道进行洒水灭尘。
（4）加强个人防护，作业人员应戴防尘口罩等劳保用品。
4．防火管理措施
⑴过断层或破碎带时，若发生冒顶，冒顶区范围内现场要标明冒顶区的位置和高度，并及时通知通风区，建立高冒台帐。高冒区必须用不燃性材料接顶，否则必须经喷射砼封闭（喷砼措施另编）。
⑵井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油泼洒在巷道内。
⑶皮带机头处要设置消防器材，灭火器不少于2个，沙箱含沙量不少于0.3m³，消防软管不少于50m，2把铲子。
⑸电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源前，只许使用不导电的灭火器材灭火。
⑹严禁用水扑灭油类火灾。
⑷任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速向矿调度汇报。如果灾害危及到人身安全且无法控制时，人员要戴好自救器，立即按避灾路线撤离灾区。
⑺若采用直接灭火时，人员应戴好自救器站在上风侧安全地点，采取有效措施进行。
第二节 顶板
一、一般规定
1．加强对顶帮的观察和检查，严格执行“敲帮问顶”制度，及时找尽迎头危岩浮矸，松动的伪顶必须找掉。进行“敲帮问顶”作业时，一人找顶，一人监护，应采用长度不小于2m的钎子，按由外向里、从顶到帮的顺序进行。找顶时，找顶人员要时刻注意防止矸石顺杆滑落伤人。
2．“敲帮问顶”后应首先进行临时支护，防止顶板松动离层和坠矸伤人，并及时进行永久支护。永久支护时，人员必须站在有支护的顶板下操作，严禁空顶作业。
3．料场内必须备有接顶用料，各类半圆木3m3（φ200/2×1200mm或φ200/2×1500mm）一梁三柱托棚料6架，工字钢架棚料10架。正常施工时不得用备用材料，接顶料用完后要及时进行补充。
二、架棚支护
1．最大控顶距不得超过1.2m，临时支护方式采用两根22kg/m的轨道（长度不小于4m）作前探梁，每根前探梁要用三道锚链（锚链采用不低于520型刮板运输机的链条）锁固，锚链长度据现场情况确定。掘进后进入迎头执行完“敲帮问顶”后，及时窜前探梁 ，然后在其上放上棚梁、过顶，以起临时支护作用。
2．架棚支护顶板破碎易漏冒时，在靠近迎头第一架棚梁上以大于巷道坡度15o的仰角增打密集超前锚杆（全锚锚杆φ18mm×2000mm，间距300mm），或木撞楔（长×厚×宽=1500mm×70mm×50mm，间距300mm）进行支护，掘进时应逐棚施工。
3．出现大面积冒顶时，必须待顶板稳定或漏成尖顶状确认安全后，方可进行接顶工作。接顶前必须备齐接顶材料，清理好退路。 同时必须对冒顶区进行有害气体监测、检查，当瓦斯浓度超过0.8%时，采用风筒对冒顶区进行通风稀释，使瓦斯浓度降到0.8%以下。接顶时要有专人观察顶板，队干现场盯班。采用“井”字型垛式法进行接顶，必须接实顶帮。冒顶区成巷后要标明冒顶区的位置和高度，并及时通知通风区，建立高冒台帐。
4.严禁空帮、空顶、空肩窝，空顶处采用半圆木接顶，要求必须接实。
5.顶板压力大处，可架对棚支护或打托棚加强支护。对棚棚距0.6m。
6．爆破时必须对爆破点向后10m的棚子进行加固，如果出现崩坏、崩倒棚必须先行修复后才能进入迎头，修复时必须由外向里逐架进行。
三、锚网支护
1.最大控顶距不超过1.7m，顶部锚杆必须紧跟迎头，打顶部锚杆前，必须先在迎头空顶处打上戴帽点柱作为临时支护，点柱必须打在硬底上，底板松软时应穿木鞋，确保牢固可靠。再由外向里、由中间向两帮逐排施工顶板锚杆。锚杆必须打一根锚固一根，上好锚网、钢带，紧固好螺母后再施工第二根。锚杆不得沿裂隙布置，不许穿皮。
2.顶板较破碎处可增加“十字”钢带加强支护，必要时可增加托棚或套棚加强支护，套棚规格采用3.65m×3.15m工字钢棚，棚距500mm；一梁三柱托棚支护，托棚施工在巷中偏下帮200～500mm处。托棚应尽量垂直巷道顶板打足劲，棚腿要接到实底，虚底要穿木鞋，棚梁与顶板接触部分用木楔楔紧，棚腿应明暗一致。
3.出现掉顶时，应将伪顶找净，如掉至稳定的坚固顶板，则密贴顶板打锚网支护，即掉到哪锚到哪；若掉顶后顶板依旧破碎，打锚杆困难，可采用喷浆加固顶板，然后再打锚网支护，必要时架棚打撞楔通过冒顶区。
4.每施工30～50m做一次锚杆抗拔力试验，每隔50m在巷道顶板设一组顶板离层观测仪。
第三节 爆破
1.应按爆破说明书布置雷管和炸药，炮眼布置可根据工作面实际情况做适当调整。全断面一次打眼，一次装药，一次爆破。严禁一次装药分次爆破。
2.爆破材料箱必须放在警戒线以外、顶板完好、无淋水、支架完整、避开机械、电气设备的地点。爆破材料箱由放炮员负责看管，放炮时由班长指定专人看管。
3.严禁在残余炮眼内继续打眼。
4.电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应有爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。领到爆破材料后，应直接送到工作地点，严禁途中逗留。
5.爆破材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。
6.炸药、电雷管必须分装分运，炸药装在工作面专用的炸药箱内，加锁后放置在警戒线以外顶板完好、无淋水处，并远离带电导体。迎头放炮时由生产队派人看管，其它时间由放炮员看管。电雷管则采用小木箱装好，由放炮员随身保管。放炮员必须现场交接班。
7.发爆器的把手、钥匙必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。
8.发爆器采用MFB-200型。放炮线采用4mm²的专用放炮母线,放炮线不许与动力电缆挂在一起。
9.爆破时必须采用毫秒延期电雷管，雷管最后一段延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。炸药为三级煤矿许用含水炸药。装药方式为正向装药。联线方式为串联连接。
10.严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”。施工时设专职爆破工和瓦斯检查工。
11.装药前必须用压风扫眼，装药时用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。
12.炮眼封泥应用水炮泥、粘土炮泥封实。严禁无炮泥爆破和全部以水炮泥代替炮泥爆破。炮眼的封泥长度必须严格按《煤矿安全规程》第329条执行。
13.爆破前，所有不装药的眼、孔都应用黄泥充填，充填深度应不小于爆破孔径的1.5倍。
14.装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
1)工作面的控顶距离不符合本规程规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。
2)迎头向后20m以内，未清除的煤、矸石或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
3)在爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时。
4)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。
5)工作面风量不足。
15.严禁打眼与装药平行作业。装药、联线必须由爆破工专职进行。
16.爆破警戒
某矿风巷爆破前须在所有通往爆破点的巷道内设置警戒，警戒点距爆破点的距离直巷不低于100m，拐弯巷道不低75m。附：某矿风巷爆破警戒示意图
爆破前，严格按警戒布置图布置警戒，警戒人员由跟班队长亲自安排到位，并将警戒线以内到爆破点巷道内所有人员撤到警戒线以外。警戒人员在没有接到撤消警戒命令前，严禁擅离职守。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳，实行三警戒。
断电范围：放炮前断开某矿风巷BQD9-400馈电开关电源，切断以下地点供电：
（1）某矿风巷迎头及其回风流内所有非本质安全型电气设备供电。
（2）某矿风巷联巷内所有非本质安全型电气设备供电。
17.掘进工作面要加强局部通风管理，实行“三专两闭锁”，设专人管理局部通风机，保证连续正常运转；严格通风管理，风筒吊挂平直、拐弯处设弯头，发现破口及时修补或更换，保证工作面风量满足要求；工作面及其回风流必须安装瓦斯传感器，监测瓦斯变化情况，随时判别分析并采取相应措施。设专职放炮员、瓦斯检查员，必须使用水炮泥，爆破前必须对放炮地点向后20m内巷道洒水灭尘、冲洗巷帮，并打开水幕喷雾。
18.专用放炮电缆挂在风水管侧，如需挂在动力电缆侧，距动力电缆应不小于300mm。
19.爆破前，所有人员撤到安全地带，班组长布置好警戒后，方可进行起爆。放炮后至少等16分钟后，先由瓦斯检查员、班队长、放炮员进入迎头对瓦斯及顶板情况进行检查，确认安全后，才能撤除警戒。
20.处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场与下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：
⑴由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
⑵在距拒爆炮眼0.3m 以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
⑶严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
⑷处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
⑸在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
21.爆破前要把迎头工具、设备撤出并掩盖好。爆破地点向后20米的电缆管线落地并用旧皮带包扎好。爆破点向后20米内的风水管路必须用旧皮带包扎进行保护，以防放炮崩坏。
22.爆破最小抵抗线，煤巷不小于500mm,岩巷不小于300mm。达不到最小抵抗线时严禁装药放炮。
23.工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%或CO2浓度达到1.5%时都必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
第四节 防治水
1.某矿风巷内低洼处挖水仓，并设泵排水。
2.某矿风巷内4吋排水管路必须接到距迎头50m以内，并与水泵出水管连接可靠。
3.工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水灾威胁地点的人员。
4.淋滴水较大地段的巷道应搭设防水雨棚将水引至水沟，改善作业环境，掘进时要经常清理水沟，确保水流畅通。
5.防治水必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。
6.巷道掘进过程中需施工探放1606采空区水钻孔，放出积水。严格按水文地测部门提供的资料进行施工。
第五节 机电
1.机电管理措施
1.1机电设备要杜绝失爆，设备要挂专责牌，每天有专人检查、维护，确保完好。检修电器设备前，要检查瓦斯浓度，大于0.5%，严禁打开设备。
1.2电气保护，钢丝绳检查记录齐全。机电检修记录齐全，图纸资料齐全。
1.3局扇要实行三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电，掘进工作面所有非本安型电器设备要装两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁）设施，当局扇停止运转或瓦斯超限时，能立即自动切断掘进工作面所有非本安型设备的电源。
1.4不得带电检修和搬迁设备，严禁非机电人员拆卸机电设备。
1.5电缆、信号线、管路必须按要求吊挂整齐，开关要上架并靠帮安设。
1.6起吊、拆除、安装设备时，必须由专人检查所使用的工具是否完好，起吊点和工具是否有足够的承载强度，不完好或不够承载强度时不许起吊。起吊点能承载的拉力必须超过起吊重物的六倍。起吊时做到平、稳、缓慢，操作人员不能站在设备下方。并且起吊摆动范围内严禁有人。
1.7严禁用人体重量来平衡被吊运的设备，严禁用手直接校正已吊设备张紧的吊绳、吊具。严禁用支护锚杆作为起吊点。必须专门打2根起吊锚杆作为起吊点，每根锚杆所能承载的拉力不得小于100 KN。架棚支护时，起吊点处要打托棚加强支护，采用40Ｔ锚链套在棚梁上作起吊点。
1.8起吊设备时必须设专人集中精力统一指挥，附近严禁无关人员逗留、通行、作业等。严禁起吊带电的设备。
1.9检修输送机及在输送机靠帮一侧工作时，输送机应停止运行。输送机检修时，必须将前级开关断电，并挂停电牌。
1.10井下严禁拆开、敲打、撞击矿灯，升井后必须及时将矿灯交还灯房。
1.11井下电工必须携带瓦斯便携仪。
1.12防爆电器设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能。检查合格并签发合格证后，方准入井。
1.13井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置供电。
1.14施工现场应悬挂供电系统图。
1.15水幕喷雾回风侧5m范围内不得有电器设备。
1.16机电设备安设处要无淋水，顶板稳定安全。设备表面要清洁干净。
1.17皮带机、刮板机必须有可靠的液力偶合器，并装入适量水介质。易熔塞齐全可靠，防爆片齐全可靠。
1.18严格停送电制度。放炮前迎头设备停电闭锁，并保护好，放炮后认真检查，确认完好后方可送电。
1.19皮带机、刮板运输机的联轴节每小班必须检查一次。
1.20 某矿风巷内小绞车中心线与轨道中心线夹角不得超过1°30′，绞车前方必须设置柔性防护网及防跑车装置。
1.21.各工种司机必须持证上岗。
2.皮带机、刮板运输机管理措施：
皮带机、刮板运输机司机必须持证上岗。每天必须安排专人检查、维修，包机到人，杜绝机电失爆现象，确保皮带机、刮板安全运转，发现问题及时处理，严禁带病运转。
2.1皮带机延接安装顺序
1）延长皮带机中心线。
2）按皮带机中心线安装机头架、卸载架。
3）安装储带仓片架。
4）将牵引小绞车行至机头向后2/3行走轨道处固定。
5）穿皮带机下带面至机尾滚筒。
6）穿皮带机上带面。
7）安装机头、机尾清扫器。
8）空载试运转。
2.2 皮带机安装质量标准
1）机械性能符合设计要求。
2）机头架、机尾架偏离皮带机中心线最大不允许超过20mm。
3）所有托辊应运转灵活，无卡阻现象。
4）转载机运行轨道应平直，每节长度上的弯曲不得超过全长的5‰。
5）机尾架滑靴应平整，连接紧固可靠。
6）中间架应调平、校直，无开焊现象。中间架连接梁的弯曲变形不得超过全长的5‰。
7）牵引小车架无损伤、无变形，车轮在轨道上运行自如。
8）小车轨道无变形，连接可靠，行程符合规定。
9）牵引绞车制动装置应操作灵活，动作可靠，闸瓦制动力均匀，达到制动力矩要求，钢线绳无断股，在滚筒上排列整齐，绳头牢固可靠。
10）滚筒、滑轮无缺边和裂纹，运转灵活可靠。
11）机头、机尾都必须装设清扫器，清扫器调节装置完整无损，清扫器橡胶刮板的高度不得小于20mm,并有足够的压力，与胶带接触部位应平直，接触长度不得小于带面宽度的85%。
2.3 皮带机管理：
1）做皮带接头时，必须使皮带两端头的中心线在同一直线上。
2）皮带机滚筒、托辊转动灵活，轴承润滑良好，机尾清扫器应牢固、有效。
3）机头、尾要设有可靠、清晰、有效的信号系统。皮带机操作按钮灵敏可靠，并有延时启动和语音报警功能。
4）皮带机应安装可靠的防跑偏装置、防火保护装置和满仓保护等综合保护装置。
5）严禁人员乘坐皮带机，皮带机带超长超宽物料应另行制订专门措施。
2.4刮板运输机铺设及管理措施：
1）刮板运输机安装顺序：
（1）安装机头，含驱动装置，机头、皮带机尾高度差不小于500mm。
（2）安装过渡槽。
（3）铺设链条、连结环、刮板，M20×70紧固螺栓，从机头方向向机尾穿。
（4）安装中间溜槽时，先将溜槽底链条穿好，再逐节对好中间溜槽。
（5）安装机尾，并将底链条翻过机尾滚筒。
（6）合好上链条用手拉葫芦紧固，对接好上链条。
（7）机头与机尾搭接长度不小于500mm，机头最底点与机尾最高点的间距不小于300mm。
（8）严禁用点动电机的方式对接紧固链条。
2)、刮板运输机安装质量标准
(1)机械性能符合设计要求。移刮板运输机时，严禁刮板运输机自拉自。
(2)机头架、机尾架与过渡槽的连接要严密，上下、左右交错不得大于3mm.
(3)压链器联接牢固，磨损不得超过6mm。
(4)半滚筒、半链轮组合间隙应符合设计要求，一般在1～3mm范围内。
(5)机头轴、机尾轴转动灵活，不得有卡碰现象。
(6)链轮与机架两侧间隙应符合设计要求，一般不大于5mm。
(7)护板、分链器无变形，运转时无卡碰现象。抱轴板不得有裂纹，最大磨损不得超过原厚度的20﹪。
(8)刮板弯曲变形不得大于5mm。中双链、中单链刮板长度磨损不得大于10mm。
(9)圆环链伸长变形不得大于设计长度2﹪。链环直径磨损不得大于2～3mm。
(10)溜槽平面变形不得大于4mm。
(11)焊缝不得开焊，中板和底板磨损不得大于设计厚度的30﹪。
(12)溜槽和过度槽的连接，上下错口不得大于2mm，左右错口不得大于4mm。
(13)溜槽搭接部分无卷边。
(14)溜槽连接件不得开焊、断裂。连接孔磨损不得大于设计的10﹪。
(15)溜槽槽帮上下边缘宽度磨损不得大于5mm。
(16)铺设刮板机时，要做到平、直，机头、尾要加设牢固的压车柱。压车柱应选用直径不小于200mm圆木，高度根据现场定，不得打在减速机上，压车柱与顶板接触部分用木楔楔紧。也可以打地锚固定，地锚为Φ18mm×2000mm全螺纹等强锚杆，机头、尾两侧各打一根，每根用Z2360树脂锚固剂两卷并充分搅拌，地锚锚入硬底不低于1.2m，用不低于520链板机的链条配合连接环、螺栓将机头或机尾连接牢固。
(17)必须安装清晰、灵敏、可靠的声光信号系统。
(18)定期进行检查、维修，确保完好。机器运转时发现故障或预兆时，应立即停车处理。
(19)掐接链条时，必须使用紧链器或手拉葫芦，严禁用手直接掐接。操作人员要密切配合，并应躲开链条受力方向，以免断链伤人。
(20)刮板运输机耦合器必须装设易熔式防爆片，并注入适量洁净的水介质。
(21)及时清理机头，机尾和两侧的浮货。刮板运输机外侧应安设挡煤板。
第六节 运输
1.运输打料系统声光信号齐全、有效。工作时信号明确、清晰，并保证正常使用，绞车操作空间必须满足安全需要。绞车前方必须设置牢固的防护网、防跑偏装置。
2.“一坡三挡” 设置必须齐全完好，保持常闭状态，确保使用正常。
3.斜巷打运，严格执行“行车不行人，行人不行车”制度，严禁蹬钩上下。严禁人员跟车上下。处理掉道时，严禁人员站在矿车下方，绞车司机严禁离开岗位，严禁摘钩头处理上道，严禁动力复轨。
4.绞车要带电操作，严禁放飞车。
5.在有坡度的巷道中严禁停放车辆，如确需中途停车装卸物料，必须在不摘钩的情况下用保险绳将矿车拴牢在轨道或专用地锚上，并在矿车下方打两根牢固的撑木，撑木为直径200mm以上的圆木。
6.开车前必须认真检查绞车、钢丝绳、保险绳、连接件，发现问题立即处理，只有确认完好，确保安全后方许开车。
7.斜巷提升，材料要用综绳或8＃铁丝双股捆绑牢固，以防打运中窜料,严禁超高、超宽、超重。
8.必须使用合格的保险绳、标准插销和标准三环链。
9.绞车每次提升车辆数量必须按绞车参数牌板上的要求执行。
10.人力推车时，必须遵守下列规定：
ａ、1次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车，严禁在矿车前方拉车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时不得小于10m，坡度大于5‰时，不得小于30m。
ｂ、推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、峒室出口时，推车人必须及时发出警号。
ｃ、严禁放飞车，严禁用车撞开风门。
ｄ、坡度大于7‰时严禁人力推车。
12.巷道内堆放材料，高度不超过1.2米，两料堆之间留有1.0米宽以上的空间，到轨道的距离不低于500mm。
13．临时轨道的装运和铺设要求
（1）装卸轨道、道岔要配足人员，有人统一指挥，先抬起（放下）一端，再抬（放）另一端。不得猛摔。较重的要有人帮肩。
（2）装车时，两端要匀称，装正捆绑牢固，以便平稳运输。人力推车时，禁止手扶车沿推车，车辆两侧不准人同行。
（3）道钉必须钉实，不得浮、离、歪、斜。上夹板时，不准用手指试眼。用大锤作业时，必须先检查工具是否牢靠，打锤人和撬枕木人不准对面作业，以免走锤、甩头伤人。
（4）质量标准：轨距高差不大于10mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差不大于5mm，轨枕间距不大于700m ,构件齐全紧固有效。
14.绞车选型：
根据牵引力计算公式：
Fmax=n(W物重＋W车重)×（Sina＋u1COSa）+ W绳重×（Sina＋u2COSa）
其中：n――绞车所提车辆数
a――为斜巷最大坡度
u1――为车轮与轨道之间的摩擦系数，u1＝0.007－0.02，一般取0.015
u2――为钢丝绳与地辊之间的摩擦系数，一般u2＝0.2
W绳重＝每米钢丝绳的重量×所需钢丝绳的长度
进行牵引力计算
1） 平巷对拉电绞选用11.4kw绞车。
2） 某矿风巷预计最大坡度150，长度为200m，预计一次拉重车两辆，一辆重车载重加自重，总重最大为1.5吨，。计划选用JD-11.4绞车，牵引力为1吨，钢丝绳直径为φ12.5mm，公称抗拉强度1700Mpa，钢丝绳最小破断拉力总和为9.3吨。
牵引力计算
Fmax=W车物×(sinθ+u1cosθ)+W绳×(sinθ+u2cosθ)
=2×1500×(sin150+0.015cos150)+(54.12/100)×200×(sin150+0.2cos150)
≈819.9＋48.9
=868.8公斤< 1吨
安全系数9.3÷868.8/1000≈10.7>6.5
故风巷绞车可以选用JD-11.4KW，斜巷提升安全系数大于6.5，故钢丝绳可以选用直径为φ12.5mm。
3）6煤东翼轨道上山最大坡度10°，风巷打运长度170m，预计一次只提一辆重车，重车1500kg，料车500 kg；计划选用JD-25KW绞车,钢丝绳直径为15.5mm，公称抗拉强度1700Mpa，钢丝绳最小破断拉力总和为21.9吨。牵引力为2吨。
根据牵引力计算公式：Fmax=n(W物重＋W车重)×（Sina＋u1COSa）+ W绳重×（Sina＋u2COSa）
其中：
n――绞车所提车辆数
a――为斜巷最大坡度
u1――为车轮与轨道之间的摩擦系数，u1＝0.007－0.02，一般取0.015
u2――为钢丝绳与地辊之间的摩擦系数，一般u2＝0.2
W绳重＝每米钢丝绳的重量×所需钢丝绳的长度
进行牵引力计算：
Fmax1=n(W物重＋W车重)×（Sina＋u1COSa）＋W绳重×（Sina＋u2COSa）=1×（1500＋500）×（Sin10 º＋0.015COS10º）＋(121.8/100)×170×（Sin10º＋0.2COS10º）
=2000×0.188＋207.06×0.371≈376.84+76.94公斤=453.78公斤<2 吨
故可以选用JD-25KW绞车。
斜巷提升安全系数大于6.5，经计算21.9÷0.45378 =48.3>6.5，故可以选用直径为φ15.5mm的钢丝绳。
第七节 巷道拨门
某矿风巷拨门处为锚网支护，采用锚索吊梁对顶板进行加固处理，可直接拨门施工。（见拨门施工及锚索吊梁布置图）
1．拨门前先检查拨门口前后5m的巷道支护情况，，发现问题应先行处理。先垂直某矿专用回风上山中线方向打锚索吊梁6根，间距1.5米，每根吊梁3.8米，用3根锚索吊固。
2.拨门按净宽5.0米（上帮多刷0.8米）施工6米，作为风巷皮带头；施工2米后及时按垂直风巷中线打一根锚索吊梁，距风巷口边1米；此段巷道距上帮800多打一路锚索。
2．拨门后两帮的拐角处必须用横向钢带包起来，并向两侧巷道延深3m，空隙处要用半圆木、板皮之类填实，顶板锚网搭接长度不得小于100mm。
3．施工中坚持“敲帮问顶”制度，找尽浮矸危岩。
4．拨门施工前必须保护好电缆、风筒及管线。
5．严格按测量所给方向线施工。
第八节 其它
一、过断层破碎带顶板管理安全措施
1.施工中严格执行“敲帮问顶”制度。
2.过断层时按矿地测部门提供的参考腰线施工。
3.施工前先将迎头的杂物清理干净，材料码放整齐，并备有足够的接顶料。
4.顶板破碎、煤岩松软时，采用架工字钢棚支护，必须逐棚施工，打撞楔通过，撞楔可用木板制成，宽度不小于100mm，厚为40～50mm，前端削成三角形尖头，也可用圆钢或半圆杆，前端加工成三角形尖头，以减少打入时的阻力，撞楔长度一般为1.5～2.5m。需托顶煤时，必须先打锚杆托煤。
5．撞楔要排严打入，以免漏顶，打击撞楔时不要一次把一根撞楔打得过深，以每次把各楔依次打入100～200mm为宜，直至轮番分次打入到最终预定深度。
6. 断层带附近顶板结构变化，岩性破碎，必须加强支护。顶煤厚度不大时，可以直接挑尽顶煤后采用锚网支护，并采取以下措施，否则必须架棚支护。
1）锚索跟迎头。
2）增加锚索密度，双排三花改为三排五花布置。
3）顶板破碎时，破碎处喷浆防止顶板风巷剥离脱落导致锚杆失效。
7. 过断层漏顶期间，加强队干跟班指挥，队干要密切注意围岩情况，发现问题要及时汇报和处理。
8. 视断层性质，及时补充过断层专项安全技术措施。
二、设备硐室及绞车硐室施工措施
在某矿风巷内凡不能满足运输及操作空间的地点均需施工绞车硐室，以及根据现场施工需要施工机电设备硐室，施工位置须避开地质构造段和顶板破碎带。绞车硐室与设备硐室规格相同。
1. 采用锚网支护，具体施工措施如下：
1）以综掘机掘进为主，施工时辅以风镐或手镐落煤，人工出货。沿煤层顶板掘进，若有伪顶须找净。
2）硐室施工采用扩散通风。
3）施工质量与技术要求
硐室为矩形断面，净宽3m，净深2m，净高2.8m。采用锚杆、锚网、钢带联合支护的方式。顶部采用φ20×2200mm的等强锚杆，帮部采用φ18×2000mm等强锚杆，每根锚杆使用两卷Z2360型树脂锚固剂。锚杆托板、钢带及锚网规格与风巷相同。
4）锚杆间排距：顶、帮部均为750×750mm。
5）硐室拔门前沿拔门中施工一根锚索对顶板进行加固，硐室中部施工一根锚索。
6）绞车基础采用地锚进行固定，地锚为φ18×2000mm普通锚杆，每根使用3块Z2360型树脂锚固剂进行全长锚固。
其余施工参数参照某矿风巷相关要求。
2. 若风巷为架棚支护，则采用架棚支护，并扶抬棚：
1）拨门前在距风巷下帮原棚梁牙口500ｍｍ处及风巷中线位附近打上二架一梁三柱托棚，然后人工撤除拨门口处棚腿。
2）撤除棚腿时逐棚撤除，撤一架抬走一架，放在10米以外处放好。先在牙口里侧扶设好副抬棚，然后扶设主抬棚，抬棚梁要用8#铁丝与原棚梁捆绑固定，不少于三道。
3）抬棚规格为12#矿用工字钢，梁为3.25ｍ，棚腿为3.15ｍ。
4）拐角处必须用菱形网及半圆木背严背实。
5）拨门扶抬棚时技术员以上干部一名必须跟班。
6）架设抬棚时，抬棚棚腿扎角为800 。
7）扶抬棚前，必须由班队长首先检查施工地点及周围巷道安全情况，坚持敲帮问顶制度，发现问题及时处理，安全后方可再施工。扶抬棚期间，杂物及时清理干净，并保持退路畅通，扶抬棚期间必须由队干现场跟班。
8）在抬棚架设好后，在抬棚棚梁下中间附近打二根点柱，点柱为φ200mm圆木，扶抬棚时，只准采用风镐配合尖钎子进行刷帮，严禁放炮施工。
三、锚索施工安全管理措施
1.地面截割锚索应安排3人以上同时操作，拆开锚索时操作人员应集中精力，通力协作，谨防钢绞线弹出伤人。锚索应捆扎牢固后装车，在井下取开时人员应避开锚索弹出的方向。
2.施工前，要检查作业地点尤其是顶板的安全情况，发现隐患，必须处理完毕后方可开机作业。
3.施工前严格执行“敲帮问顶”制度，及时找净施工点处的浮矸和碎石。
4.开机前要认真检查风、水管连接情况，确保不漏水，不漏风。钻机旋转时，禁止用手触摸旋转的钻杆。
5.锚索钻机升起时，周围不可有其他人员逗留，防止钻机失控后倒地伤人；当钻机收缩时，手不要握在气腿上，以免挤伤手。
6.钻孔时，不可使用太大的推进力，以防造成卡钻和损坏钻杆或钻头。
7.施工锚索时，操作人员不得站在锚索机下方作业，人员应站在锚索机旁边的安全一侧进行操作。
8.搅拌锚索可用风煤钻或锚索机，推力不可太大，防止锚索滑出伤人。
9.距离巷道底板小于1.8m的锚索头应加软质防护套。
四、综掘机管理措施
1.综掘机技术指标及施工方法
1）EBJ-120TP型综掘机：切割断面最大约18m2，最大切割高度3.75m，切割宽度5m，可经济截割煤岩单向抗压强度f≤60MPa，适应坡度160，外形尺寸(长×宽×高)8600×2100×1550mm，重量35t，截割部电动机功率120KW。遇断层构造时，断面内含有坚硬岩石，或巷道坡度大于160综掘机无法正常工作的情况下，可采用炮掘工艺施工。
2）截割头的切割厚度取决于煤岩的截割阻力，以牵引油缸回路尽量不溢流、截割电机接近满载、机器不产生强烈振动及落煤效率最高为原则，一般推荐为截割头直径的2/3。
3）截割头在巷道工作面上截割移动的路线，称为截割程序。掘进工作面截割程序的合理选择，取决于巷道断面积，煤、岩硬度、顶底板状况，有无夹矸，夹矸的分布等工作面条件和技术规范。确定掘进工作面的截割程序应遵循下述原则：
a.先沿底板自左向右割一刀排底，然后从工作面上角钻进，掘进半煤岩巷道时，应从煤中钻进，再卧移切割至底板下角，再切底掏槽，增加自由面；
b.切割断面，应自上而下进行以利于控制瓦斯的涌出速度。
c.工作面的切割应注意煤或岩的层理，断面切割时应以左右横扫切割为主，截割头沿层理移动切割阻力较小。
附：综掘机截割路线图
2.综掘机掘进施工安全技术措施
（1）施工前，首先执行敲帮问顶制度。
（2）综掘机主司机必须持证上岗，严禁无证人员操作综掘机。
（3）每次施工前，必须先检查综掘机周围及迎头的安全情况，发现问题必须及时处理。
（4）综掘机起动前，必须提前发出警报，只有在铲板前方和截割臂附近无人时，方可起动综掘机。在综掘机运行范围内，严禁进行其它工作和行人。综掘机开动时，除主司机外，其他人员严禁站在综掘机上作业。副司机应站在综掘机左侧急停按钮处，用灯光辅助指挥主司机操作，当出现险情时应立即按下紧急停止按钮，停止综掘机工作。
（5）启动油泵电机前，应检查各液压阀和供水阀的操作手柄，必须处于中位置。
（6）截割头必须在旋转情况下才能贴靠工作面，不得带负荷起动。
（7）截割时要根据煤或岩石的硬度，掌握好截割头的切割深度和切割厚度，截割头进入切割时应点动操作手柄，缓慢进入煤壁切割，以免发生扎刀及冲击振动。
（8）机器向前行走时，应注意扫底并清除机体两侧的浮煤，扫底时应避免底板出现台阶，防止产生掘进机爬高。
（9）调动机器前进或后退时，必须收起后支撑，抬起铲板。
（10）截割部工作时,若遇闷车现象应立即脱离切割或停机,防止截割电动机长期过载。
（11）对大块掉落煤岩，应采用适当方法破碎后再进行装载；若大块煤岩被龙门卡住时，应立即停车，进行人工破碎，不能用刮板机强拉。
（12）液压系统和供水系统的压力不准随意调整，若需要调整时应由专职人员进行。
（13）注意观察油箱上的液位液温计，当液位低于工作油位或油温超过规定值(70℃)时，应停机加油或降温。
（14）开始截割前，必须保证冷却水从喷嘴喷出。内喷雾水压要求3 MPa，外喷雾水压要求1.5 Mpa。
（15）机器工作过程中若遇到非正常声响和异常现象，应立即停机查明原因，排除故障后方可开机。
（16）不得超负荷操作。
（17）控制综掘机掘进循环进尺，锚网支护时不超过1.5米，架棚支护时不超过1米，割到位后将综掘机退出，人站在安全地点，用长釬进行敲帮问顶，及时找净迎头的危岩、浮矸，临时支护及时跟上。
（18）综掘机必须实行瓦斯电和风电联锁，并且综掘机司机必须携带瓦斯便携仪，如发现迎头压力变大，瓦斯涌出量异常情况时，要及时停机检查。
（19）综掘机保护齐全有效，并且灵敏可靠，遇淋水带时要将综掘机设备遮盖好。
（20）司机严格按操作规程操作，停止掘进时，必须切断电源。
（21）在综掘机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。
（22）综掘机必须装有前照灯和尾灯并正常使用。
（23）综掘机停止工作和检修以及交班时，必须将综掘机切割头落地，并切断电源开关和磁力起动器的隔离开关。
（24）综掘机每次复电前，必须检查综掘机及有关电器和开关附近20米范围内的瓦斯浓度，当瓦斯浓度小于0.8%时，方可复电。
（25）检修综掘机时，严禁其他人员在截割臂和转载桥下方停留或作业。
（26）综掘机维修期间，必须在控制综掘机的馈电开关上挂停电牌，并设专人看守。
（27）迎头遇岩石需放炮时，综掘机最少退后15米并停电，对电缆等要妥善保护好，放炮后要仔细检查，发现问题及时处理。
（28）综掘机掘进时，保护好风筒和探头，严禁施工人员站在切割臂上作业。
（29）当岩层硬度普氏系数大于7时，综掘机不可强行切割，可采用放炮方式落煤。
五、ＥＢＪ—120综掘机解体、打运以及井下组装安全技术措施
1.综掘机尺寸：
外形尺寸(长×宽×高)8600×2100×1550mm
单件最大重量：5.19吨
单件最大尺寸（mm）：2350×370
2.综掘机解体顺序
综掘机入井前应在地面解体后再装车，解体顺序为：液压管路电控系统→油箱→泵站→切割部→回转部→刮板机→铲板→前后支撑部→行走部→主机架→其它。
3.打运路线
地面机修厂→副井→-550m进风石门→-550东大巷→-550东翼6煤下车场→某矿机巷联巷。大巷内采用电瓶车运送，其余地点采用人工推车。
4.打运综掘机措施
1）打运前必须检查以下内容：
（1)声光信号是否齐全，有效、清晰。
（2）综掘机构件锁固是否牢固、可靠、是否有超高、超宽、超重现象，重心是否偏移。大件封车用锚链锁固，且不小于三道。
（3)打运路线轨道是否完好、轨道构件是否齐全、牢固，是否有阴阳道等现象。
发现以上问题必须先处理后方可打运。
2）在有坡度的巷道中严禁停放车辆。斜巷中矿车、叉车等掉道时，严禁摘钩头处理上道，严禁动力复轨。在处理上道时，要采取加固(掩车)措施，绞车司机必需坚守岗位。在锚网段掉道时，严禁用支护锚杆作起吊点，必须加打起吊锚杆。在架棚段掉道时，则加打一梁三柱托棚加强支护后，葫芦方可吊挂在棚梁上。处理掉道人员不得站在掉道重物下面（下方）及侧面。必须站在掉道重物上方进行处理。与处理掉道无关人员严禁通过。
3）打运综掘机大件时，必须提前验道，对于高度不够地点，卧底处理。对于轨道质量不合格地点，穿道木加固。在打运期间备五吨葫芦两台。打运速度要缓慢，发现问题及时发出信号停车处理。起吊前必须检查起吊点的支护质量，如不符合起吊要求必需采取加固措施处理。
4）必须坚持使用标准插销和标准三环链。
5）人力推车时，必须遵守下列规定
ａ：1次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时不得小于10m，坡度大于5‰时，不得小于30m。
ｂ：推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、峒室出口时，推车人必须及时发出警号。
ｃ：严禁放飞车。
ｄ：坡度大于7‰时严禁人力推车。
6)打运时必须保护好通风设施。
7）打运掉道时，队领导必须现场指挥上道。
8）6煤东翼轨道上山最大坡度10°，风巷打运长度170m，预计综掘机单件最大重量：5.19吨，平板车800 kg；计划选用JD-25KW绞车,钢丝绳直径为15.5mm，公称抗拉强度1700Mpa，钢丝绳最小破断拉力总和为21.9吨。牵引力为2吨。
根据牵引力计算公式：Fmax=n(W物重＋W车重)×（Sina＋u1COSa）+ W绳重×（Sina＋u2COSa）
其中：
n――绞车所提车辆数
a――为斜巷最大坡度
u1――为车轮与轨道之间的摩擦系数，u1＝0.007－0.02，一般取0.015
u2――为钢丝绳与地辊之间的摩擦系数，一般u2＝0.2
W绳重＝每米钢丝绳的重量×所需钢丝绳的长度
进行牵引力计算：
Fmax1=n(W物重＋W车重)×（Sina＋u1COSa）＋W绳重×（Sina＋u2COSa）=1×（5190＋800）×（Sin10 º＋0.015COS10º）＋(121.8/100)×170×（Sin10º＋0.2COS10º）
=5990×0.188＋207.06×0.371≈1126.12+76.94公斤=1203.06公斤<2 吨
故可以选用JD-25KW绞车。
斜巷提升安全系数大于6.5，经计算21.9÷1.20306 =18.2>6.5，6煤东翼轨道上山故可以选用直径为φ15.5mm的钢丝绳打运综掘机。
5.综掘机组装措施：
1）组装综掘机起吊时，必须首先保证起吊点有足够的起吊高度和操作空间，在起吊点顶板打两排专用起吊锚杆，锚杆为Φ20×2200mm的等强锚杆。每根锚杆用2卷Z2360型树脂药，每根锚杆锚固力不得低于100 KN。
2）起吊设备期间，必须由机电班长检查所使用的工具是否完好，工具是否有足够的承载强度，不完好或不够承载强度时，不许使用，起吊点承载的拉力必须超过起吊重物的6倍，且起吊时，做到平、稳、缓慢。
3)严禁用人体重量来平衡被吊运的设备。不得站在重物上起吊，进行起吊作业时，不能站在重物下面（下方）、起重臂下或重物运动前方等不安全的地方。只能在重物侧面作业。严禁用手直接校正已吊设备张紧的吊绳、吊具。
4)起吊设备时，所有人员要精力集中，互相配合，且必须由机电队长或跟班队长统一指挥，起吊设备附近严禁无关人员逗留、通行和作业等。严禁起吊带电的设备。
5）起吊设备前严格检查起吊点前后5米范围内的支护，检查起吊点与设备的联结情况。
6）井下综掘机组装时，各小型零部件应妥善保管，以免丢失、损坏。
7）起吊重件、大件时，在卸车、拆除起吊期间，必须采用5吨葫芦两台同时起吊，一台起辅助保护作用，另一台主要起起吊作用，起吊人员要远离起吊重物的受力方向。
8)机电队长、机电主管跟班现场指挥作业。
六、文明生产及煤质管理
1．文明生产
（1）巷道内材料、工具堆放整齐，材料要有标志牌。现场挂设施工图板，内容要齐全。
（2）巷内浮煤、矸要及时清理干净，做到无杂物、无积水、无淤泥等。
（3）管路和电缆吊挂整齐，各种设施要做到“五不漏”即不漏水、风、电、油、液等。
2．煤质管理
1.迎头剩余的支护材料和杂物要及时清理干净，不得进入出煤系统。
2.巷中的大块矸石要拣出装车，工作面遇断层或地质条件变化时，坚持分装分运。
3.巷道顶板淋、滴水段，必须搭设雨蓬挡水，挡出的水用临时水沟导入巷道低洼处水泱内，设泵排走。
4.各处的喷雾在非工作时应关闭，雾化不良的喷头要及时更换。
5.严禁拉水煤。
第八章：灾害应急措施及避灾路线
第一节 灾害应急措施
一.施工中坚持四条灾害处理基本原则：
1.及时汇报。2.积极稳妥地开展自救 ，安全的消除和控制事故。3.戴好自救器，安全撤离。
4.妥善避难，自救互救。
二.各种灾害事故的应急措施：
1.避灾应急原则：灭、护、撤、躲、报。
2. 发生煤尘、瓦斯、火灾灾害时应急措施：
工作面发生煤尘、瓦斯、火灾灾害时，一定要镇静，不要惊惶失措，所有人员应迅速戴好自救器，按照就近进入新鲜风流侧的原则撤退，根据灾害地点的火情状况，靠近事故点回风侧人员，应尽可能避开火势绕过着火点，进入新鲜风区域中。在瓦斯、煤尘爆炸的瞬间，应就地俯卧在水沟中，将面部及身体皮肤裸露部位尽可能浸在水中，等冲击波过后，迅速戴好自救器，沿避灾路线撤离灾变现场。
3．出现瓦斯突出预兆和发生突出事故后的应急措施：
由班组长立即组织作业人员迅速戴好自救器，沿避灾路线撤离，当避灾路线受阻或其它原因不能撤退时，应就近进入避难设施进行避灾，等待救援，同时向调度汇报。
4．发生突水预兆和发生水灾事故后的应急措施：
应立即向矿调度室汇报，由矿调度室负责通知受水害威胁地点及附近工作人员，按避灾线路撤到安全地点。打钻时钻杆出水，严禁拔出钻杆。
5．发生冒顶事故的应急措施：
工作面一旦发生冒顶事故，班、队长首先将人员撤离危险区，积极采取针对性措施，组织现场人员自救、互救，同时应立即向调度室详细汇报事故情况。
第二节 避灾路线
二．避灾线路：
1.避煤尘、瓦斯、火灾、煤与瓦斯突出灾害时，人员应立即戴上自救器，并按下面避灾线路迅速撤离：
假想事故地点→某矿风巷→某矿风巷联巷→6煤东翼轨道上山→-550东翼6煤下车场→-550东大巷→-550进风石门→副井口→地面。
2.避水灾线路：假想事故点→某矿风巷→某矿专用回风上山→1606机巷联巷→6煤东翼轨道上山→-450东翼6煤集运巷→6煤出煤联巷→-450副井口→地面。
附：避灾路线示意图
另本规程未尽事宜按《煤矿安全规程》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》、《操作规程》执行。
