作业规程编制指南及范例，作业规程

第一篇 掘进工作面作业规程 第一部分 编制概要 第二部分 规程编制 第三部分 掘进工作面作业规程样本 第一部分 编制概要 第一条 每一个工作面，在开工前，按照程序、时间和要求，编制作业规程；不得沿用、套用作业规程进行施工。 第二条　规程编写人员在编写前应做到以下几点。（一）明确施工任务和计划采用的主要工艺。 (二)熟悉现场情况，进行相关的分析研究。 (三)熟悉有关部门提供的技术资料。 第三条 作业规程一般应具备下列图纸。 (一)巷道布置平面图、剖面图。（二）地层综合柱状图。(三)地质平面图、剖面图。 (四)巷道开口大样图。 (五)巷道支护断面图。 (六)临时支护平面图、剖面图。 (七)掘进机截割顺序图。(八)设备布置示意图，供电系统示意图。 (九)炮眼布置正视图、侧视图、俯视图，装药结构示意图等。 (十)通风系统示意图。 (十一)运输系统、排水系统、防尘系统示意图。 (十二)抽放瓦斯系统、安全监测仪器仪表布置示意图。 (十三)避灾路线示意图。 第四条 巷道布置应因地制宜，以安全、经济为原则。 第五条 掘进作业规程按章节附图表，并按顺序编号。 第六条 《煤矿安全规程》、《煤矿技术操作规程》、上级文件中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只需在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容；未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，必须在作业规程或施工措施中明确规定。 第七条 专项安全技术措施编制要求。 （一）专项安全技术措施，由讯息工期单位的工程技术人员根据施工现场生产条件发生变化的实际情况进行编写。 (二)编写的专项安全技术措施要有预见性、针对性、可行性。编制前，编写人员必须先到现场勘察工作面的实际情况，掌握现场施工条件；要使安全技术专项措施符合工程设计文件的规定。 (三)出现下列情况之一者，应编写专项安全技术措施。 1．施工过程中突然遇到地质构造，过较大的断层、褶曲构造、老空，瓦斯异常、透水等； 2．遇冲击地压、煤与瓦斯突出、冒顶区，应力集中区； 3．施工过程中遇松软的煤、岩层或流沙性地层； 4．在火区附近、注浆采区下分层威胁施工安全； 5．施工现场地质条件、施工方法、支护方式发生变化，与作业规程不符； 6．作业规程有关规定不具体或未包括的内容； 7．其他可能受到危害或威胁的施工现场。 (四)安全技术专项措施编制的内容： 1．施工方法、工艺、工序安排等； 2．支护方式和支护材料； 3．生产系统与原规程不同的，在措施中说明； 4．工程的规格尺寸等，要有附图； 5．其他与措施有关的内容。 第八条 巷道贯通专项安全技术措施。 (一)必须符合《煤矿安全规程》第一百零八条的规定。 (二)工序安排，在掘进巷道贯通前，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其他巷道在相距20 m前，只准从一个掘进工作面向前贯通，另一个工作面必须停止作业等。 (三)工作面加强顶板支护的支护方式。 (四)贯通前长探短掘，明确探眼的位置、角度、数量，附三视图。 (五)制定爆破制度，设定警戒位置，对有关设施采取保护措施。 (六)水、火瓦斯及有害气体的检查和处理办法。 (七)贯通前通风，贯通后调风的方法，附贯通前后通风示意图。 (八)有水患的巷道贯通，制定探水、放水、排水的办法。 第九条 预防瓦斯突出专项安全技术措施。 (一)煤与瓦斯突出的预兆。 (二)防突措施的选定。 (三)注水措施技术参数。 (四)预测指标和临界值的选定。 (五)预测方法。 (六)操作要求。 (七)安全防护措施及防止灾害扩大的措施。 第十条 出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。 (一)地质条件和围岩有较大变化。 (二)改变了原巷道规格和支护形式。 (三)改变了原施工工艺和主要工序安排。 (四)原作业规程与现场情况不符，失去可操作性。 第二部分 规程编制第一章 概 况第一节 概 述 第十一条 巷道名称、位置与煤(岩)层、相邻巷道的关系，巷道的用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开(竣)工时间等。 第十二条 施工中的特殊技术要求、需要重点说明的问题。 第十三条 按比例绘制巷道布置平面图。第二节 编 写 依 据 第十四条 经过审批的设计及其批准时间等。 第十五条 地质部门提供的地质说明书，提交批准时间和编制内容必须符合《矿井地质规程)规定。 第十六条 说明有关矿压观测资料。 第十七条 其他技术规定。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 第十八条 巷道相应的地面位置、标高，区域内的水体和建、构筑物对工程的影响等。 第十九条 巷道与相邻煤(岩)层、邻近巷道的层间关系，附近已有的采掘情况对工程的影响。 第二十条 分析老空区的水、火、瓦斯等对工程的影响。第二节 煤(岩)层赋存特征 第二十一条 叙述煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数(／)，预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特征分析。 第二十二条 预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸指数、地温等。 第二十三条 其他煤(岩)层技术特征分析。 第二十四条 按比例绘制地层综合柱状图。 第二十五条 常用的围岩分类参考表见附件1。锚喷围岩分级见附件2。第三节 地 质 构 造 第二十六条 描述巷道煤(岩)层产状要素(走向、倾向、倾角)，断层，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩墙、岩床，陷落柱，导水性及其控制程度等参数。 第二十七条 受冲击地压威胁的煤(岩)层或应力集中区掘进，对施工的影响，应有技术分析。 第二十八条 在突出煤层顶底板掘进岩巷时，必须使用经定期验证的地质资料。 第二十九条 按比例绘制地质平面图、剖面图。按比例绘制瓦斯地质图。 第三十条 普氏岩石分类。 第四节 水 文 地 质 第三十一条 分析巷道区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、涌水量、补给关系、影响程度等。 第三十二条 分析巷道区域的图纸资料，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封孔质量、构造导水等对施工安全的影响程度。 第三十三条 分析第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系，进行隔水层安全厚度计算。 第三十四条 积水区域附近掘进巷道，应在掘进工程平面图上标出其“三线”(积水线、探水线和警戒线)。 第三十五条 隔水层安全厚度计算；导水断裂带发育高度计算。第三章巷道布置及支护说明第一节 巷　道 布 置 第三十六条 描述巷道布置：层位、水平标高、断面、工程量、坡度、中腰线、开口的位置、方位角等。 第三十七条 巷道净断面的设计，必须按支护最大允许变形后的断面计算。 第三十八条 突出矿井巷道布置原则：充分利用保护层，避开地质破碎带，避开应力集中区，掌握施工动态和围岩变化情况等。 第三十九条 巷道开口施工：开口方法和步骤，开口前的准备工作，开口附近的支护加固，一次成巷、支护方式等。 第四十条 巷道施工顺序：巷道为分段定向施工时，逐段说明巷道中线方向、坡度、各段长度、与煤层的相对位置等。 第四十一条 特殊地点的施工：如车场、硐室、溜煤眼、交叉点、绞车房等，该巷道与其顶部或底部老巷道的岩层厚度，要将其空间位置、坡度和特殊要求描述清楚。特殊工程应按设计要求绘制大样图，标出开口的位置、转变点、起坡点，平、竖曲线等计算数据。 第四十二条 按比例绘制巷道剖面图，按比例绘制开口大样图。 第四十三条 巷道断面形状及其适用条件。第二节 矿 压 观 测 第四十四条 观测对象：矿压显现明显、跨度大的巷道，松软的煤、岩层或流沙性岩层中的巷道，破碎带的巷道，“三软”(顶板软、煤层软、底板软)及煤(岩)与瓦斯突出煤层的巷道，不支护巷道，各类支护巷道等。 第四十五条 观测内容：顶底板活动规律分析；不支护巷道表面位移量观测，支护巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对移近量监测，支护质量动态监测，锚杆锚索锚固力检测等。 第四十六条 观测方法：主要包括矿压观测仪器、仪表的选型、安设位置，矿压观测方式、观测时段等。根据掘进巷道顶板压力显现状况，安设顶板离层仪、锚杆压力指示仪等，对锚杆受力及围岩位移进行适时观测。 第四十七条　数据处理：监测数据与支护设计不符时，应重新计算，改进设计。第三节 支 护 设　计 第四十八条 根据巷道围岩性质，矿压观测资料，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，选择支护参数等。 第四十九条 巷道支护设计，可采用以下办法。 (一)解析法：根据巷道围岩的物理学性质、坚固程度、地压作用方向及大小，巷道的不同用途、条件，合理选择支护方式与参数。 (二)工程类比法：参照煤炭系统总结的经验，根据本煤矿或邻矿同煤(岩)层矿压观测资料、支护方式与参数和经验公式进行设计。 (三)围岩松动圈分类法：根据巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议进行支护设计。 第五十条 巷道临时支护的方式：明确临时支护的方式，确定工作面与临时支护、与永久支护间的最小和最大距离。 第五十一条 坚硬稳定的煤、岩层中巷道不设支护的条件和要求： (一)巷道开凿后，岩体不发生明显的变形和位移。 (二)巷道在整体均匀的岩层中，无冲击地压危险。 (三)煤和半煤岩巷道中，煤层无自然发火危险。 (四)岩体位移测定自然稳定，或有相邻矿井同类地质条件不设支护的巷道为依据。 (五)制定不设支护的安全措施。 第五十二条 复合顶板、软岩巷道或特殊地点需锚索时，可根据现场实际确定锚索长度及布置方式。 第五十三条 位于软岩中的巷道和受动压影响的巷道，采用柔性或可缩性支护形式，有底鼓的应明确防治办法。 第五十四条 按比例绘制巷道支护平面图、断面图。按比例绘制临时支护平面图、剖面图。 第五十五条 巷道支护分类。主要支护型。支护设计。锚喷支护参数。坑木和钢材对照。第四节 支 护 工 艺 第五十六条 各类支护工艺及要求。 (一)锚杆及联合支护。 1．锚杆(锚网、锚索)的材质、规格、间排距、安装(包括药卷的种类、数量及使用要求)、锚固力等要求； 2．锚杆的孔位、孔深和孔径应与锚杆类型、长度、直径相匹配等要求； 3．锚网的铺设与锚杆或其他锚固装置连接牢固等要求； 4．软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固等要求； 5．喷射材料(水泥标号，速凝剂型号，砂子、石子的颗粒等)，根据混凝土强度要求，计算出配比，混合料的搅拌、速凝剂用量、喷射工艺等； 6．喷射混凝土的风压、水压、温度等； 7．对粉尘浓度及喷射混凝土回弹率的规定等； 8．巷道涌水的处理方式； 9．备用材料、数量、规格及存放地点； 10．明确支护质量与要求。 (二)支架支护。 1．钢混支架：钢件和钢筋馄凝土加工件的品种、制作形状、规格尺寸、强度、配件、背板、充填材料的规格、质量等要求； 2．金属支架：支架必须构件齐全，撑(拉)杆、垫板、背板的规格，支架的顶部、两帮背紧、背牢、充满填实，安设方式等要分别要求，可缩性支架可缩量应与围岩的变形量相适应； 3．备用支架的数量、规格、存放地点； 4．明确支护质量与要求。 (三)砌碹支护。 1．预制混凝土块、料石等规格，砌体厚度、基础槽深度、砂浆配比、强度设计、砌体壁后充填质量、砌体灰缝质量等； 2．碹胎的架设应与巷道中线垂直，结构尺寸、碹胎的间距、倾斜巷道迎山角度、支设方法、固定方式、脚手架设置等； 3．砌筑碹体操作工艺、砌体顺序、一次砌体长度、砌体壁后充填材料选择、高冒区的处理方式等； 4．备用砌拱材料的品种、数量、规格、存放地点； 5．明确支护质量与要求。 第五十七条 各支护工序的安排及要求。 第四章　施　工　工　艺第一节 施 工 方 法 第五十八条 确定巷道施工方法。 第五十九条 巷道开口施工方法：从支设巷道开口临时棚开始，到支上固定棚止，施工顺序作必要的描述。 第六十条 特殊条件下的施工方法如： 1．石门揭开煤层时的施工方法：放震动炮、打超前钻排放瓦斯等； 2．硐室的施工方法：硐室位于工类、Ⅱ类围岩中宜采用全断面施工法，位于Ⅲ类、Ⅳ类围岩中宜采用分层施工法； 3．交岔点的施工方法：交叉点位于工类、Ⅱ类围岩中宜采用全断面施工法，位于Ⅲ类、Ⅳ类围岩中宜采用分部施工法，位于V类围岩中宜采用导硐施工法； 4．倾斜巷道的施工方法：支架应有迎山角、支架防倒采用上、下撑拉杆，增设防滑、防跑车装置，掘进、扒装机械固定等。第二节 凿 岩 方 式 第六十一条　确定凿煤(岩)方式。 第六十二条 机掘作业方式，截割顺序等。第六十三条炮捆施工工序安排，工艺流程等。 第六十四条 描述全岩巷、半煤岩巷、煤巷掘进施工，不同的钻爆、扒装、运输方式等。 第六十五条 不同施工方式的机具、钻具、供电、照明、湿式凿岩(煤)、通风、设备布置方式等。 第六十六条 在有煤与瓦斯突出倾向的巷道掘进，采取先抽后掘的施工方式等。 第六十七条 对掘、斜交、正交巷道时，必须有准确的实测图；当两个巷道接近时、斜巷与上部巷道贯通时的施工方式等。 第六十八条 绘制设备布置示意图。绘制掘进机截割顺序图。第三节 爆　破　作 业 第六十九条 爆破条件：巷道断面、顶板，通风方式、瓦斯含量，掏槽方式，周边眼与设计轮廓线关系，循环进度，炸药的种类，雷管的型号，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。 第七十条 掘进采用锚喷支护钻爆法施工时，必须采用光面爆破。爆破参数，宜符合下列规定： 1．炮眼的深度为1．8～3．5m； 2．周边炮眼的间距为350—600mm； 3．周边炮眼的密集系数为0．5—1．0； 4．周边炮眼的药卷直径为20—25mm。 第七十一条 爆破说明表：炮眼的名称、眼距、角度、深度、数量，使用炸药、雷管的品种，装药结构、装药量，封泥长度、连线方式、起爆方式、爆破顺序等数据。 第七十二条 炮眼布置图：标明巷道岩石的厚度，断面形状、尺寸，炮眼的位置、个数、深度、方向、角度，炮眼编号等参数。 第七十三条 在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的掘进工作面，爆破应全断面一次起爆；不能全断面一次起爆的，必须注明采取的安全措施。具体说明光面爆破作业采取的措施等。 第七十四条 绘制炮眼布置正面图、平面图、剖面图。绘制装药结构示意图。第四节 装载与运输 第七十五条 确定装载与运输方式。 云七十六条 装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。 第七十七条 煤、矸、材料、设备等的运输方式。 第七十八条 人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求。 第七十九条 耙装机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，耙装机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等。 第八十条 小绞车及回头轮的安装、固定方式等。 第八十一条 装载与运输各工序安排，与其他工序协调等。 第八十二条 绘制运输系统示意图。第五节 管线及轨道敷设 第八十三条 风筒、风管、水管、缆线等吊挂方式与工作面保持间距等。． 第八十四条 敷设轨道的型号，中心线距、轨距、轨枕等参数，临时轨道、永久轨道、道岔、调车场质量要求等。第六节 设备及工具配备 第八十五条 列表说明所需设备、工具的名称、型号、规格、单位、数量等。第五章　生产系统第一节 通 风 第八十六条 选择通风方式、通风设备、设施。 1．采用压人式、抽出式通风方式； 2．采用混合式通风方式； 3．高瓦斯区域、瓦斯抽放对通风的特殊要求； 4．局部通风机、压风机、配套通风设施及防尘、隔爆、监测设施的安装位置等； 5．风简选择、敷设方式。 第八十七条 说明瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井，装设三专(专用变压器、专用开关、专用线路)、两闭锁(风电、瓦斯电闭锁)设施，装备“双风机、双电源”， 自动切换、自动分风的功能。低瓦斯矿井局部通风机采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，或与采煤工作面分开供电；采用风电、瓦斯电闭锁的方式等。 第八十八条 掘进工作面风量计算。　掘进工作面冠盖如云需要风量，应按各煤矿企业制定的“一通三防”规定或根据瓦斯、二氧化碳涌出量，炸药用量，同时工作的最多人数，局部通风机的实际吸风量等因素分别计算，并选取其中最大值。 (一)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算： Q＝100qk式中　Q ＿＿掘进工作面实际需要风量，m3／min；100＿＿单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1．5%的换算值； q＿＿掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3／min；k＿＿掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用量系数，应根据实际观测的结果确定（掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比)。通常，机掘工作面尾：1.5—2.0；炮掘工作面：1.8—2.0。 低瓦斯高二氧化碳矿井还必须按二氧化碳涌出量计算，可参照按瓦斯涌出量的计算方法。 (二)按炸药使用量计算： Q＝25A式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min； 25 ＿＿ 每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量； A——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量，kg。 (三)按工作人员数量计算： Q＝4n式中 Q——掘进工作面实际需要风量，m3／min； 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3／min；n——掘进工作面同时工作的最多人数。 (四)按局部通风机的实际吸风量计算： Q=Q局Ikf式中 Q一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的额定风量，m3／min； I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台； kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2—1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。 Q大于或等于掘进工作面实际需要风量与风筒实际漏风量之和，需实测而定。 第八十九条 根据上述计算的工作面需要风量要求，进行局部通风机、风筒规格选型。 (一)局部通风机风量的确定： Qf = Qj／60φc式中Qf——局部通风机风量，m3／s； Qj——掘进工作面需要风量，m3／min； Φc——风筒的有效风量率，％。 风筒有效风量率可采用下列公式计算： 1．有效风量率(中e)。这是指风筒送往掘进工作面的风量与局部通风机吸风量之比的百分数。 Qe = Qa／Qf×100％式中Qe——有效风量率，％； Qa——风筒送往掘进工作面的实际风量，m3／min； Qf——局部通风机(吸)风量，m3／min。 2．漏风率(L1)。这是指风筒的漏风量与局部通风机吸风量之比的百分数。 L1= Q1／Qf×100％式中L1——漏风率，％； Q1——整列风筒的总漏风量，m3／rnim Qf——局部通风机(吸)风量，m3／min。 (二)局部通风机风压的确定。 局部通风机压人式通风时的工作全压为 hft=RQ2+hv Q=√QfQa hv= Qa 2／D4 式中hft——局部通风机工作全压，Pa； R——风筒风阻，N·s2／m4； Q——风筒平均风量，m3／min； Qf——局部通风机(吸)风量，m3／min； Qa—风筒出口风量，m3／min； hv—风筒出口动压； D4——风筒出口直径，m。 (三)局部通风机选型。 压人式通风时需计算局部通风机全压工作风阻Rft： Rft = hft ／Qa 2 式中 Rft——局部通风机全压工作风阻，N·s2／m8； hft——局部通风机工作全压，Pa； Qa—风筒出口风量，m3／min。 抽出式通风时，则计算局部通风机静压工作风阻Rfs: Rfs= (hft—hfv)／Qf 2 hfv=0.5ρ(Qf／S0)2 式中 Rfs——局部通风机静压工作风阻，N·s2／m8；hft——局部通风机工作全压，Pa； hfv—局部通风机动压，Pa；ρ——空气密度，kg／m3； Qf—局部通风机吸风量，m3／min； So——局部通风机出风口断面积，m2。 第九十条 掘进工作面风量验算。 (一)按最低风速验算。 1．岩巷掘进工作面的最低风量Q岩(单位：m3／min)： Q岩≥9S岩 式中 9——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数； S岩——岩巷掘进工作面的断面积，m2。 2．煤巷掘进工作面的最低风量Q煤(单位：m3／min)： Q煤≥15S煤 式中 15——按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数； S煤——煤巷掘进工作面的断面积，m2。 (二)按最高风速验算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最高风量Q(单位：m3／min)： Q≤240S 式中 240——按掘进工作面最高风速4m／s的换算系数； S——掘进工作面的断面积，m2。 (三)按掘进工作面温度和炸药量验算，见表1。 表1掘进工作面温度和炸药量炸药量/Kg<55-20>20温度/℃6以下16-2223-2616以下16-2223-2616以下16-2223-26需要风量/ m3／min4050605060806080100(四)按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1％；其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。 (P瓦／Q掘)≤1%式中 Q掘——掘进工作面需要风量，m3／min； P瓦——瓦斯绝对涌出量，m3／min。 第九十一条 掘进工作面风量经验算必须同时满足以上4个条件，如果有其中任何一项不符合条件要求，需重新对局部通风机选型。 第九十二条 安装局部通风机的地点，全风压风量要大于局部通风机吸风量，还应保证局部通风机吸人口至掘进工作面回风口之间的最低风速，全岩巷道不得低于0．15m／s，煤巷和半煤岩巷不得低于0．25m／s的要求等。 第九十三条 绘制通风系统示意图。 第九十四条 常用局部通风机吸风量参考表，见附件12。 柔性风筒有效风量率及漏风率参考表，见附件13。 胶皮风筒摩擦阻力系数表，见附件14。 局部通风机与风筒配套选用参考表，见附件15。 掘进工作面需要风量参考表，见附件16。第二节 压 风 第九十五条 确定掘进工作面风源，压风方式。 第九十六条 移动压风设备的名称、型号、规格、管路长度、管径、风压、安装位置、敷设路线等。 (一)空气压缩机的选择，应符合下列要求： 总耗风量应按下式计算： Q=αβγ∑nKq 式中 Q——总耗风量，m3／min； α——管路漏风系数； β—风动机械磨损消耗风量增加的系数，宜为1．10—1．15； γ——高原修正系数，海拔每增加100m，系数增加1％； n——同型号风动机具使用数量，台； K——凿岩机、风镐同时使用系数，见附件18； q——风动工具耗风量，m3／min。 (二)当各个施工阶段的风量供应变化较大时，备用风量应为设计风量的20%—30%。 (注：选自《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ 213—1990) 第九十七条 绘制压风系统示意图。 第九十八条 管路漏风系数参考表，见附件17。凿岩机、风镐同时使用系数参考表，见附件18。第三节 瓦 斯 防 治 第九十九条 掘进工作面临时抽放瓦斯泵站安设的地点，瓦斯抽放管路安设方式、敷设长度、管路中混合瓦斯浓度，设置警戒、超限报警、通风方式、风量要求，抽出瓦斯引排地点，抽放瓦斯操作工序等。 第一百条 突出威胁区内掘进作业对煤层突出危险程度的预测办法。 第一百零一条 突出危险区内掘进作业必须采取的综合防治措施。 第一百零二条 超限报警设备、报警系统安设方式，超限报警时处理程序等。 第一百零三条 人井人员必须按规定携带甲烷检测报警仪、自救器等。 第一百零四条 绘制抽放瓦斯系统示意图。第四节 综 合 防 尘 第一百零五条 说明防尘供水水源、水量、水压及管路系统，安设除尘风机、水幕、防爆水袋、降尘设施个数及位置；掘进机内、外喷雾装置，湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤(岩)洒水、净化风流、个体防护等综合防尘措施。 第一百零六条 绘制防尘系统示意图。 第五节 防 灭 火 第一百零七条 相邻采区、相邻煤层、邻近巷道火区情况。 第一百零八条 大倾角的煤层，火区下部区段掘进巷道的条件。 第一百零九条 在容易自燃和自燃煤层中掘进巷道时，对砌碹或锚喷后的巷道空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，沿空掘进巷道临近火区、老空前必须探明情况，采取预防性充填等措施。 第一百一十条 说明巷道施工时，消防供水管路系统、防灭火器材的存放方式和地点等。第六节 安 全 监 控 第一百一十一条 相邻采区、相邻煤层、邻近巷道瓦斯涌出变化等情况。 第一百一十二条 掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统。 第一百一十三条 绘制安全监测仪器仪表布置示意图。第七节 供 电 第一百一十四条 供电设计。 (一)选择电压等级、供电方式，防爆设备的选型，计算电力负荷等。 (二)进行电气保护整定计算。 第一百一十五条 绘制供电系统示意图。第八节 排 水 第一百一十六条 预测掘进工作面最大涌水量。 第一百一十七条 确定排疏放水方式，选择排水设备型号、管路规格、临时水仓的地点和容积、排水路线等内容。 第一百一十八条 绘制排水系统示意图。第九节 运 输 第一百一十九条 选择运输方式、设备型号、运输路线等。 第一百二十条 绘制运输系统示意图。 第十节 照明、通信和信号 第一百二十一条 机掘工作面，运输兼作人行道的巷道，绞车、压风、变配电硐室的照明设施、位置等。 第一百二十二条 掘进工作面与调度室、绞车房、车场、变配电硐室等的通信设施、电话位置。 第一百二十三条 掘进工作面、提升、运输、转载信号装置的种类和用途。 第一百二十四条 绘制照明、通信、信号系统示意图。第六章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳 动 组 织 第一百二十五条 说明掘进作业方式、劳动组织、劳动力配备、出勤率(附劳动组织图表)。第二节 循 环 作 业 第一百二十六条 根据掘进工艺流程、循环作业方式(日、班循环个数)、循环进尺，编制正规循环作业图表。采用正规循环作业，提高工时利用率。第三节 主要技术经济指标 第一百二十七条 编制主要技术经济指标表。第七章安全技术措施第一节 一 通 三 防 第一百二十八条 局部通风机安全管理技术措施。 第一百二十九条 综合防尘安全管理技术措施。 第一百三十条 防灭火安全管理技术措施。 第一百三十一条 高温巷道施工降温安全技术措施。 第一百三十二条 高瓦斯矿井、突出矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区和瓦斯异常区的局部通风机通风实行“三专两闭锁”，装备“双风机、双电源”，以实现“自动切换、自动分风”功能的安全管理技术措施。 第一百三十三条 无煤柱开采、沿空送巷、沿空留巷防止漏风的安全技术措施。 第一百三十四条 在瓦斯突出煤层中掘进巷道，采用预抽瓦斯的安全管理技术措施。 第一百三十五条 排放瓦斯必须制定专项安全技术措施。 第一百三十六条 其他“一通三防”安全技术措施。第二节 顶 板 第一百三十七条 在松软煤(岩)层、流沙性地层、地质破碎带、复合顶板掘进巷道的安全技术措施。 第一百三十八条 三岔门、四岔门、巷道贯通采取加强支护的安全技术措施。 第一百三十九条 使用前探支护、防倒支架，严禁空顶作业的安全技术措施。 第一百四十条 顶板压力观测、定期分析审查的安全技术措施。 第一百四十一条 其他顶板控制安全技术措施。第三节 爆 破 第一百四十二条 使用爆破器材的安全技术措施。 第一百四十三条 按照规定爆破的安全技术措施。 第一百四十四条 特殊情况下爆破的安全技术措施。 第一百四十五条 两条平行掘进工作面、间距在20m以内时，贯通、遇断层、老巷、破碎顶板等特殊情况下爆破的安全技术措施。 第一百四十六条 掘进巷道卧底、刷帮、挑顶浅眼爆破的安全技术措施。 第一百四十七条 处理拒爆、残爆的安全技术措施。 第一百四十八条 其他爆破安全技术措施。第四节 防 治 水 第一百四十九条 掘进巷道受水威胁、撒出人员的安全技术措施。 第一百五十条 说明当掘进工作面遇有下列情况之一时，必须有疑必探、先探后掘的安全技术措施。 (一)接近水量大的含水层。 (二)接近导水裂隙、断层。 (三)接近被淹井巷、老空。 (四)接近矿井隔离煤柱。 (五)掘进过程中发现有透水预兆。 第一百五十一条 探放老空积水时，加强防突水及对有害气体的检查和防护的安全技术措施。 第一百五十二条 其他防治水安全技术措施。第五节 机 电 第一百五十三条 掘进机、装岩机、喷浆机等移动设备的安装、固定、使用、维修、移动、撤除等的安全技术措施。 第一百五十四条 掘进机、耙装机、喷浆机作业运行范围内，严禁进行其他工作和行人的安全技术措施。 第一百五十五条 防止电气设备失爆、短路、过负荷、漏电，带电搬迁、维修等的安全技术措施。 第一百五十六条 动力、照明、信号、通讯缆线的敷设、吊挂、管理等安全技术措施。 第一百五十七条 其他机电安全技术措施。第六节 运 输 第一百五十八条 运输、转载设备管理的安全技术措施。 第一百五十九条 下山施工防止跑车伤人的安全技术措施。 第一百六十条 上山掘进施工25°以上的斜巷时，溜煤(矸)道与人行道分开的安全技术措施。 第一百六十一条 利用倾斜巷道、煤仓、溜煤眼等运输的安全技术措施。 第一百六十二条 掘进巷道、提升、运输、转载系统的声光信号装置与启动装置闭锁的安全技术措施。 第一百六十三条 其他运输安全技术措施。第七节 其 他 第一百六十四条 提高工．程质量的安全技术措施。 第一百六十五条 实现安全、文明生产方面的安全技术措施。第八章 灾害应急措施及避灾路线 第一百六十六条 发生火灾、瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出、透水、冒顶、提升等事故的应急措施。 第一百六十七条 制定发生灾害时快速有效的传报技术和办法、撤出人员的区域和避灾路线、实施自救的条件、防止灾害扩大的措施、统计井下人数及其他应急措施等。 第一百六十八条 绘制避灾路线示意图。第三部分 掘进工作面作业规程样本________煤矿掘进工作面作业规程编号：掘××××号工作面名称：编 制 人：施工负责人：总工程师 ：主管矿(井)长：批 准 日 期： 年 月 日执 行 日 期： 年 月 日会 审 意 见 会审单位及人员签字 总工程师： 年 月 日 生 产： 年 月 日 通 风： 年 月 日 机 电： 年 月 日 计 划： 年 月 日 煤 质： 年 月 日 技 术： 年 月 日 地 测： 年 月 日 安 全： 年 月 日 运 输： 年 月 日 供 应： 年 月 日 劳 资： 年 月 日存在主要问题二、处理意见目 录 会审意见 第一章 概况 第一节 概述 第二节 编写依据 第二章 地面位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节 煤(岩)层赋存特征 第三节 地质构造 第四节 水文地质 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 第二节 矿压观测 第三节 支护设计 第四节 支护工艺 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 第二节 凿岩方式 第三节 爆破作业 第四节 装载与运输 第五节 管线及轨道敷设 第六节 设备及工具配备 第五章 生产系统 第一节 通风 第二节 压风 第三节 瓦斯防治 第四节 综合防尘 第五节 防灭火 第六节 安全监控 第七节 供电 第八节 排水 第九节 运输 第十节 照明、通信和信号 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 第二节 循环作业 第三节 主要技术经济指标 第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 第二节 顶板爆破防治水第五节 机电 第六节 运输 第七节其他 第八章 灾害应慧措施及避灾路线 作业规程学习和考试记录 作业规程补充学习和考试记录 作业规程复查记录第一章 概 况第一节 概 述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为—450m水平延深轨道下山、—450m水平延深输送带下山及其上部车场和各中部车场。 二、掘进目的及用途 掘进的目的是形成—450m水平生产系统，满足—450m水平各采掘工作面生产的通风、行人、运输和管路敷设等需要。 三、巷道设计长度和服务年限 巷道设计长度：轨道下山上部车场80m；4个中部车场各80m；轨道下山900m；输送带下山900m；输送带平巷180m。 工程量共计：2 380m。服务年限：10年。 四、预计开、竣工时间 经矿有关领导决定：本掘进工作面自2004年2月3日开工，预计2005年6月7日竣工。第二节 编 写 依 据 一、设计说明书及批准时间 设计说明书名称为《—450m水平延深设计说明书》。批准时间为2003年12月份。 二、地质说明书及批准时间 地质说明书名称为《—450m水平延深地质说明书》。批准时间为2004年元月20日。 三、矿压观测资料 煤层和煤层的底板应力较集中。 第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置 待掘巷道地面相对位于我矿工业广场和山地，地面标高十285一十243m。 待掘巷道井下位于我矿井田北翼，西为井底车场，南、北为我矿实体煤层(未采掘)，东部以—450m煤层底板等高线为下限。 第二节 煤(岩)层的赋存特征 一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距 本区岩(煤)层为一东倾单斜构造，产状稳定，岩层厚度变化不大，走向N28°一N30°E，倾向S60°E—S62°E，倾角22°～25°，上部倾角略大于下部。1号煤层为无烟煤，无光泽，厚1．1—1．6m，坚固性系数为1．0—1．5，属破碎煤层。1号煤层顶板岩层由下向上依次为泥质粉砂岩、中细砂岩、泥质及铝土质粉砂岩和中粗砂岩。泥质粉砂岩厚1．0m左右，黑色，含泥质，岩石坚固性系数为3，块状岩层；中细砂岩厚30m左右，灰白色，石英长石为主，中细粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6；该层砂岩之上的泥质及铝土质粉砂岩厚28m左右，含泥质及铝土质，灰黑色，岩石坚固性系数为3，块状岩层；该层粉砂岩之上为中粗粒砂岩，厚25m左右，长石为主，石英次之，灰白色，中粗粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固性系数为6。 1号煤层底板岩层从上到下依次为泥质粉砂岩、中细砂岩和2号煤层。泥质粉砂岩厚8m左右，顶部2m左右泥质含量较高，灰黑色坚固性系数为2～3，块状岩层；下部泥质含量低，黑色，坚固性系数为4，层状岩层；中细砂岩厚17m左右，灰白色，中细粒结构，石英长石为主，钙质胶结，坚固性系数为6，层状岩层。该层砂岩之下为2号煤层，在本区厚度为0．2m左右，不可采。 附图1：煤岩层综合柱状图(1：200)(略)。 二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数 该煤层瓦斯涌出量为2．79m3／min，属低瓦斯；该煤层自燃倾向性为Ⅲ类，不易自燃，不存在自然发火；煤尘爆炸指数Vd为4．46，无煤尘爆炸性。第三节 地 质 构 造 本区地层为一东倾斜构造，煤(岩)层产状稳定，走向N28°一N30°E，倾向S60°E～S62°E，倾角22°--25°，上部倾角略大于下部。 据本区钻孔资料，本区没有发现落差较大的断层(指落差10m以上的断层)，也没有发现岩浆侵本地层。由于钻孔间距限制，控制程度较低，因此区内可能隐藏有落差较小的断层(指落差10m下断层)，需在巷道设计时加以考虑。 附图2：地质平面图(略)。 附图3：地质剖面图(略)。第四节 水 文 地 质 本区为新开拓区，因此不涉及积水巷道和老空问题；区域内虽然有地质勘探孔，但封孔良好；1号煤层顶扳上部虽然有一砂岩裂隙含水层，但距I号煤层60m以上，且有厚度为28m左右的泥质铝土质隔水层相隔，所以该含水层对本区巷道掘进并无影响。1号煤层顶底板砂岩中局部裂隙发育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超过30m3／h，一般为5-10 m3／h。第三章巷道布置及支护说明第一节 巷 道 布 置 A组：自—150北大巷5号坐标点向北40m开口，以转角50~施工上部车场1号交岔点和弯道，然后以N70°方位施工上部车场19m，再以112°转角做2号交岔点和弯道，而后沿N128°方位向下掘进主下山900m至—450m水平，其坡度为23°30′；然后沿N308°方位向上反掘45m至带式输送机机头硐室。再以N219°方位掘进水平输送带巷180m至卸载煤仓顶部。 输送带下山分别在掘进到80m、260m、440m、620m的位置时，按N108°方位施工平巷联络石门45m，与中部车场工、中部车场Ⅱ、中部车场Ⅲ和中部车场Ⅳ掘透。B组：自—150m北大巷5号坐标点向北110m，以转角108°做上部车场3号交岔点和弯道，然后按N127°方位做上部车场80m后变坡，向下掘进900m轨道下山，其坡度为23°30'。 轨道下山分别在掘进到70m、270m、470m、670m的位置时，按N217~方位施工中部车场I、中部车场Ⅱ、中部车场Ⅲ和中部车场Ⅳ。 巷道交岔点施工图见施工设计。 第二节 支 护 设 计 一、巷道断面 该工程除各车场见煤点前后各8m巷道外，其他所有巷道均为锚喷支护，断面形状为半圆拱。见煤点处16m巷道为工字钢棚子和喷射混凝土支护，断面形状为梯形。 1．轨道下山和输送带巷(输送带下山和输送带平巷)断面：S毛=8．66m2，S净=7．13m2。 2．各中部车场断面：S毛=12．32m2，S净=10．49m2。 附图4：巷道断面图(略)。 二、支护方式 (一)临时支护 采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg／m的两根钢轨制作，长度不小于4m，间距不大于1．2m，用金属锚杆和吊环固定，·吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚固剂不少于2根，锚固力不小于50kN。 前探粱必须及时跟头，其最大控顶距离为2．0m，前探梁上用2块规格为(长×宽×厚)’周1500mm×200mm~150mm半圆木和木椽杆接顶。 附图5：临时支护平、剖面图(略)。 (二)永久支护 该工程除各车场见煤点前后各8m巷道外，其他所有巷道均为锚喷支护。见煤点处16m巷道为工字钢棚子和喷射混凝土支护。 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K=2； L1——锚杆锚人稳定岩层的深度，一般按0．5m； L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0．1m。 其中： H=B／2F=3．6／2×4=0．45 式中 B——巷道开掘宽度，取3．6m； F——岩石坚固系数，取4。 则 L=2×0．45+0．5+0．1=1．5m 2．锚杆间排距计算，间排距相等： A=[Q／KHR(1.5-1.8)]1／2 式中 A——锚杆间排距，m； Q——锚杆设计锚固力，50kN／根； H——冒落拱高度，m； R——被悬吊砂岩的密度，取25kg／m3； K——安全系数，取K=2。 A=1.1m。 通过以上计算，选用直径18mm的圆钢锚杆长2m，锚杆的间排距为lm。在支护中，当围岩稳定性较好时，采用先锚后喷的方式(锚杆距工作面不得超过2m)；当围岩稳定性较差时；锚杆的间排距要缩小为600mm，并且要先及时喷射混凝土不小于30mm厚的混凝土封闭围岩，然后打锚杆，复喷达到设计厚度。 初喷距工作面不得超过10m，复喷距工作面不得超过20m。初喷厚度为50～70mm，复喷后厚度不得小于150mm，洒水养护时间不少于28d，台阶、水沟距工作面不得超过30m。 (三)锚喷支护质量要求 1．巷道净宽、净高允许误差为0～+150mm； 2．锚杆间排距10m×1.0m，允许误差为±100mm； 3．锚杆方向垂直于岩层面，最小不小于75°； 4．锚杆托板紧贴岩壁，不得松动； 5．锚杆外露不超过50mm； 6．锚固力不得少于50kN； ‘ 7．基础深度不得小于100mm； 8．表面基本平整，喷射均匀，无裂缝，在1m2范围内凸凹不平不得大于50mm。第三节 支 护 工 艺 一、支护材料 1．锚杆及锚固剂：锚杆采用直径18 mm的金属锚杆，长度为2m。每根锚杆使用2根树脂锚固剂，锚杆的外露长度为30—50mm；托板由厚12mm、150mm×l50mm的正方形钢板制成。 树脂锚固剂型号为K2335型。 2。混凝土：喷射混凝土必须使用纯净的河砂和粒度不大于10mm的石子，按配比为水泥：砂：石子：1：2：2均匀搅拌而成。混凝土标号150号。 3．速凝剂型号为J85型，掺人量为水泥质量的496。速凝剂必须在喷浆机的上料口随喷随掺人，不得提前掺人混凝土内。 4．对所用的水泥、砂、石子和速凝剂要分类存放在上部车场，水泥和速凝剂的存量分别控制在10t和0.4t左右，不得大量存放，以防长时间存放受潮失效；砂和石子均不少于25t。 二、锚杆安装工艺 1．打锚杆眼： (1)首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找掉危岩，确认安全后方可进行工作。打眼时必须站在临时支护下进行作业。 (2)打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。不符合要求时，必须处理。 (3)打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻钻头直径为32mm。使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。 (4)打眼深度为1．95m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°。打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉清理干净。 2．安装锚杆： (1)装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。 (2)安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插人锚杆。此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚机，待5min后方可卸下联接套。20min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。 (3)锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。 (4)锚杆的锚固力不得低于50kN／根。 三、喷射混凝土 1．喷射混凝土前的准备工作： (1)检查待喷巷道内的所有锚杆是否合格，无问题时方可进行喷射工作。 (2)清理待喷巷道范围内的杂物、矸石等，接好风、水管路，输料管路要摆放平直不得有急弯，接头要严密不得漏风。 (3)检查喷浆机是否完好、摩擦板是否紧固、有无漏风等，无问题时方可进行喷射工作。 (4)检查风、水压是否符合要求，风压应控制在0．1—0．12MPa，水压应控制在0．25MPa。 2．在喷浆前，先检查待喷巷道的规格质量，必须符合设计要求后，方可进行喷射混凝土工作。 3．混凝土配比为水泥：砂：石子二1：2：2，水泥标号不低于425号，石子粒度为10 mm，速凝剂掺量为水泥重量的4％。 4．人工搅拌料时要将料搅拌均匀，配比符合要求。 5．为保证喷浆厚度和表面光滑，必须挂线喷浆，即在巷道顶板和巷道两帮分别按巷道设计的净高、净宽挂好三条线，作为检查巷道规格和喷浆厚度的依据。 6．喷浆前要用压风与水将巷道顶帮冲刷干净，并将电缆和其他设备保护好，用木板盖严。 7．喷射手在喷浆前必须戴上胶皮手套、防护口罩、防护眼镜、雨衣和雨裤。 8．喷射中，‘人掌握喷枪，一人协同移动输料管，胶管不得出现直角弯。持枪者要一手紧握喷枪、掌握喷射方向，一手握住进水阀门、控制水量大小，严禁枪口对向其他工作人员，喷射时要通过调节水阀门控制合适的水灰比(0．4—0．5)。 9．喷枪与受喷面要基本垂直，最小不得小于75°，喷枪与受喷面的距离以1．0～1．2m为宜。 10．喷枪操作时，应使喷头沿螺旋形轨迹(1—1．5m)运行，一圈压半圈(圈径200 mm)并均匀缓慢移动。 11．喷射顺序为先下后上、先墙后拱、先凹后凸。喷墙时一次喷厚60～80nlln，喷拱时一次喷厚30—40 mm，间歇时间15～30min。 12．加入速凝剂，必须随喷随掺，不得提前掺人料中。 13．喷射混凝土必须洒水养护，要求每班洒水1～2次，养护时间不少于28d。 14．两帮必须挖出不少于100 mm深的基础，防止出现“穿裙子”现象。 15．对于渗水或漏水地段，宜采用排、堵的方式来解决。用导水管把水集中导出，当混凝土形成强度后，再用砂浆封孔。 16．在松散破碎和膨胀性围岩中进行锚喷作业时，必须注意以下几点： (1)严禁用高压水冲洗围岩，必要时可用压风冲刷。 (2)放炮后立即喷混凝土50 mm，水泥标号不低于500号。 (3)喷完混凝土后到下一循环放炮时间间隔不应小于4h。 (4)可采用金属网、钢梁与喷锚进行联合支护。 (5)放炮前，预打超前锚杆，把顶板锚住防止顶板冒落。 17．正在喷浆的回弹料，可回收后掺人新料中，但掺量不得超过30％，亦可灌注水沟、台阶等。 18．喷射混凝土的回弹率的规定：拱部不大于25％；两帮不大于15％。 19．为了减少喷射混凝土的收缩裂缝，应使用潮湿的中粗砂，控制水泥用量，严格掌握水灰比，喷层厚度不得低于50 mm，并保证最少28d的潮湿养护。 20．严格执行开停机顺序，开机时必须先给水，后开风，再开机，最后上料；停机时，必须先停料，后停机，再关水，最后停风。 四、架棚喷射混凝土 1．各车场石门揭露煤层前后各8m改为架棚喷射混凝土支护。即：巷道顶板距煤层底板2．5m时，改为架棚喷射混凝土支护，直至穿过煤层巷道底板距煤层顶板0．6m，均为架棚喷射混凝土支护。 2．掘进时，支护必须及时跟头，放炮后及时上好临时支护。在临时支护下，上好工字钢棚子。裱褙材料使用混凝土背板，裱背要牢固有次序。 3．棚子下踏煤时要穿鞋，鞋使用300mm×300mm×200mm的料石。 4．喷射混凝土时要将工字钢棚子覆盖住。 第四章 施 工 工 艺第一节 施 工 方 法 1．除见煤处外所有本规程的巷道均采用光爆锚喷支护进行掘进，坚硬岩层周边眼眼距为350～400mm，抵抗距为400mm，周边眼距与抵抗距之比为0．85～1．0。当岩层较软时，周边眼距应控制在300mm，抵抗距为400mm。半眼率不低于60％。 2．上部车场开口和中部车场开口的各交岔点的施工方法： (1)各交岔点均布置在1号煤层的顶、底板中，因岩层较坚固，故所有交岔点均采用锚喷支护。施工时，先掘进直巷超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。 (2)交岔点处使用的锚杆长度为2．5m，每根锚杆使用3根K2335型锚固剂进锚固，喷射混凝土厚度为150mm。 3．各中部车场石门揭露煤层的施工方法： 石门开口后，先垂直于顶板打探煤孔，探孔深度为7m。每探7m向前掘进9m，边探边掘，以保证巷道顶板距煤层底板有2．5m的岩柱。在确定巷道顶板距煤层底板仅有2．5m时，将原支护改为架棚喷混凝土支护。第二节 凿 岩 方 式 1．本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。 2。打眼使用YT—23(7655)凿岩机和MQT—85C2型锚杆机进行打眼；安注锚杆使用MQT—85C2型锚杆机、风锚机和BK—30型气扳机进行。风源来自—150m水平空压机房，L2—10／8型和4L—20／8型空压机各1台，通过4寸及1寸管路输送到工作面。第三节 爆 破 作 业 巷道所在岩层均为砂岩，较坚硬，故采用楔形掏槽。炸药使用矿用乳化炸药和矿用硝胺炸药，毫秒电雷管起爆。起爆使用MFd—100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。见表1、表2。 附图6：轨道下山和胶带下山炮眼布置图(略)。 附图7：上、中部车场炮眼布置图(略)。 附图8：装药结构示意图(略)。第四节 装载与运输 一、装岩方式 ’ 巷道掘进中，两工作面均使用ZYP—17耙斗装岩机装岩。 1．耙斗装岩机必须固定牢固，上齐卡轨器、底地锚、腿子、斜撑点柱、护绳栏杆及护身点柱。。 下山固定耙斗装岩机时，除按上述要求外，还必须用底木梁固定，底木梁直径不小于250mm，柱窝不少于300mm。另外，还需将耙斗装岩机用钢丝绳或链子固定于顶帮的锚杆上。 2．导向轮钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800 mm以上，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。装岩机机身上方装岩槽上两侧应当安设可伸缩、封闭式挡绳栏杆，上沿与顶板相齐，且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm。装岩机距工作面最大距离为20m，最小距离为6m 。 二、运输方式 施工中采用吨罐运输，平巷人工推罐，上下山采用JD—25型绞车和卡轨车运输。 轨道下山和运输下山掘进在中部车场工以上时，采用JD—25型绞车运输；轨道下山掘进到中部车场I以下时，采用K9E—01型卡轨车运输至上部车场。卡轨车随掘进进度而下移。 输送带下山运输采用JD—25型绞车。中部车场工以上段，直接用绞车运到上部车场。掘到中部车场I以下时，用JD—25型绞车运到中部车场工，然后由卡轨车运到上部车场。随着中部车场Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ的施工完成，绞车逐段下移。 上山掘进时，回头轮要用直径为15．5mm双股钢丝绳套子固定在装岩机机身下的横梁上。 绞车的固定方法：每部绞车用4根锚杆固定，所用的锚杆直径为22mm，长度为2m。用2根K2335型锚固剂锚固，每根锚杆的锚固力不小于60kN。 第五节 管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。 1．风水管路接头要严密，不得漏风、漏水。供风和排水管路使用4寸铁管，供水管路使用1寸铁管，距工作面20m范围内使用1寸胶管。 风筒使用直径400mm的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。风筒口到工作面不得超过5m。 2．铺轨要求： (1)直线段轨距为600mm，偏差不小于2mm、不大于5mm，轨道的中心线与设计值相差不得超过±50mm。(2)轨道的铺设，要求要严格按腰线铺设，有起伏地段必须要达到该巷竖曲线要求。 (3)轨面和轨道接头必须平整，其高低及内侧偏差不匝超过2mm，螺栓、螺母和遭夹板必须齐全。在直线上两侧钢轨接头应对齐，钢轨接头不得置于枕木上。 (4)钢轨接头间隙，在直线部分不应超过5mlil，曲线部分不超过8mrn。 (5)曲线铺轨时，轨枕应与曲线半径一致，两侧钢轨的接头必须错开，其错开长度为钢轨长度的1／3—1／4。 (6)曲线处钢轨加工后，应符合曲线弯度。 3．道碴和轨枕要求： (1)道轨铺好后，道心要填平、砸实。 (2)轨枕为混凝土枕，规格(长X宽X厚)为1．2m×0．2m×0．2m，枕木间距为700mm，其偏差不准超过要求的100mm，轨道中心线与道木的中心要一致，道木要垂直轨道中心线。 (3)道夹板、道压板必须上齐平光垫、弹簧垫、螺栓、螺母，并且紧固牢实，不得松动。 (4)道心禁止填煤块、木材等。 4．其他要求； (1)道轨型号要统一(24kg／m)。 (2)水沟必须用混凝土浇灌，其规格(宽×深)为250mm×200mm，并且低于道木面50mm(详见主、副下山水沟断面图)。 (3)压绳轮、托绳轮、外绳导轮及弯道导绳轮组等，根据安装图纸严格施工，保证质量。第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况略。第五章生产系统第一节 通 风 施工过程中采用压人式通风方式，局部通风机安设在—150m井底车场北支巷处。 当中部车场工贯通后，通风机移至轨道下山中部车场工开口以上10m以外新鲜风流中。中部车场Ⅱ贯通后，再移至中部车场Ⅱ以上10m以外新鲜风流中，以此逐段下移。最长供风距离为500m。 一、掘进工作面风量计算 独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。 1．按瓦斯涌出量计算： Q=100×q×K=100×0.09~1.8=16.2m3／min 式中 Q——掘进工作面实际需要的风量，m3／min； 100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1％的换算值； q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，m3／min；此处两个工作面的q为0．09m3／min； K——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取1．8。 2．按炸药量计算： Q=25×A=25×4．95=124m3／min 式中 25——每1kg炸药爆炸不低于25m3的配风量； A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定A=4．95kg。 3．按人数计算： Q=4×n=4×12=48m3／min 式中 4——每人每分钟不低于4m3的配风量； n——掘进工作面同时工作最多人数，此处n=12。 4．按局部通风机的实际吸风量计算： Q＝Q局×I＝150×1=150m3／min 式中 Q局——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3／min；JBT型局部通风机吸风量为150～200m3／min，取150m3／min； I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，本矿均为1台。 所以，掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值150m3／min。 二、局部通风机、风筒规格选型 1．局部通风机吸风量的确定： Qf＝Qｊ／(60×φc)=124／(60×77％)＝2．68m3／s=161m3／min； 式中 Qf—局部通风机吸风量，m3／s； Qｊ——掘进工作面需要风量，m3／s；按炸药量计算为124m3／min； φc——风筒有效风量率，％；取φc＝77％。 2．根据局部通风机吸风量161m3／min，选用JBT-52型局部通风机(1lkW)可以达到要求。 3．风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为φ400mm。风简要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。 三、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≥g·S岩＝9×10．49=94．4rn3／min 式中 g——按岩巷掘进工作面最低风速的换算系数，取ｑ＝9； S岩——掘进断面积，S岩＝10．49m2。 2．按最高风速验算： 岩巷掘进工作面最高风量： Q岩≤240×S岩＝240×10．49＝2518m3／min 式中 240——换算系数； S岩——断面积，m2。 3．按掘进工作面温度和炸药量验算： 炸药量／kｇ<5>安全规程)、<>操作规程)、上级文件中已有明确规定的，且又属于在作业规程中必须执行的条文，只需在作业规程中写上该条文的条、款号，在学习作业规程时一并贯彻其条文内容；未明确规定的，而在作业规程中需要规定的内容，必须在作业规程或施工措施申明确规定。 第六条 采用对拉、顺拉等方式布置采煤工作面时，应视作同一个采煤工作面编制作业规程，必须明确规定相关内容。 第七条 特殊开采、“三下”开采，以及开采有冲击地压的煤层，必须编制专门开采设计和安全技术措施。 第八条 采煤工作面在以下情况下需编制专项安全技术措施。 (一)采煤工作面遇顶底板松软、过断层、过老空、过煤柱、过冒顶区，以及托伪顶开采； (二)采煤工作面初次放顶及收尾； (三)采煤工作面进行安装、撤面； (四)采用水砂充填法清理因跑沙堵塞的倾斜巷道前； (五)试验新技术、新工艺、新设备、新材料； (六)《煤矿安全规程》等规定中要求的其他需要编制的专项安全技术措施。 第九条 采煤工作面在以下情况下需对原作业规程进行修改和补充。 (一)现场地质条件与提供的地质说明书不符； (二)现场需要采用与作业规程规定不同的工艺； (三)采煤工作面以及运输巷、回风巷加强支护的支护方式、支护强度需要进行变更； (四)发现作业规程有遗漏； (五)《煤矿安全规程》等规定的其他需要修改、补充的内容。 第十条 编制专项安全技术措施，要参照采煤工作面作业规程的编制、审批、贯彻程序进行。 第十一条 编制的专项安全技术措施要按照先后顺序进行编号，作为采煤工作面作业规程的附件。 第十二条 出现下列情况之一时必须重新编写作业规程。 (一)地质条件和围岩有较大变化； (二)改变了原采煤工艺和主要工序安排； (三)原作业规程与现场不符，失去可操作性。第二部分 规程编制第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 第十三条 工作面的位置：描述采煤工作面所处的水平、采区、标高(最高、最低)、几何尺寸(走向长度、倾向长度、面积)，以及在采区中的具体位置、相邻关系。 第十四条 地面相对位置：描述工作面周边(含终采线)在地面的相对位置、地面标高(最高、最低)。 第十五条 回采对地面的影响：描述工作面的回采对地面设施可能造成的影响，包括地面塌陷区范围、塌陷程度预计，以及对地面建筑物和其他设施的影响程度。 第十六条 描述工作面相邻的采动情况以及影响范围。第二节 煤 层 第十七条．煤层厚度：描述工作面范围内煤层最大、最小、平均厚度及其变化情况。 第十八条 煤层产状：描述工作面范围内煤层走向、倾向、倾角及其变化情况。 第十九条 描述煤层稳定性、结构(夹矸)、层理、节理、硬度等情况，以及对回采的影响。 第二十条 对煤种、煤质进行描述。第三节 煤层顶底板 第二十一条 煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶)：描述煤层顶板岩石性质、层理、节理、厚度、 顶板分类等情况及其变化情况。缓倾斜煤层采煤工作面顶底板分类(MT554—1996) 第二十二条 煤层底板(直接底、基本底)：描述煤层底板岩石性质、层理、节理、厚度、底板 分类、底板比压等情况及其变化惜况。 第二十三条 绘制工作面地层综合柱状图，能够反映出直接底、基本底以及不低于8倍采高的煤层顶板的岩性、厚度、间距等。第四节 地 质 构 造 第二十四条 断层：描述对工作面回采有影响的断层产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。 第二十五条 褶曲：描述对工作面回采有影响的褶曲产状、在工作面中的具体位置及其对回采的影响程度。 第二十六条 其他因素：描述陷落柱、火成岩等其他因素对回采的影响。 第二十七条 按比例绘制工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。第五节 水 文 地 质 第二十八条 含水层的分析：描述对回采有影响的含水层厚度、涌水量、涌水型式、补给关系， 以及对回采的影响情况。 第二十九条 其他水源的分析：描述老空水、地表水、注浆水、钻孔和构造导水等情况，及其对回采的影响程度。 第三十条 为防止溃沙、溃泥、透水等事故，开采急倾斜厚煤层、特厚煤层时，还应对开采后的上部垮落层的情况进行预计、描述。 第三十一条 工作面涌水量：描述采煤工作面正常涌水量、最大涌水量。第六节 影响回采的其他因素 第三十二条 参考矿井和相邻采掘工作面的瓦斯、二氧化碳涌出情况，确定工作面的瓦斯、二氧化碳等级以及相对、绝对涌出量。 第三十三条 根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，确定工作面的煤尘爆炸指数。 第三十四条 根据有资质的鉴定机构提供的鉴定数据，确定工作面煤层的自燃倾向性；参考相邻采煤工作面煤的自燃情况，确定自然发火期。 第三十五条 参考矿井和相邻采掘工作面的地温等情况，分析地温对回采的影响。 第三十六条 冲击地压和应力集中区：描述本采区、相邻工作面的冲击地压、应力集中区情况及其对回采的影响。 第三十七条 叙述地质部门对工作面回采的具体建议。第七节 储量及服务年限 第三十八条 计算工作面的工业储量，根据规定的采出率计算可采储量。 第三十九条 应采用下列公式之一进行工作面服务年限(，以月为单位)的计算。 (一)工作面的服务年限二可采推进长度／设计月推进长度。 (二)工作面的服务年限二可采储量／设计月产量。第二章采煤方法 第四十条 选择采煤方法，描述选择依据。 第一节 巷 道 布 置 第四十一条 描述采区巷道布置概况、服务巷道位置和设施情况。 第四十二条 描述工作面运输巷、回风巷、开切眼的断面、支护方式、位置、用途。 第四十三条 描述其他巷道(联络巷、溜煤眼、硐室)的断面、支护方式、位置、用途。 第四十四条 开采急倾斜煤层时，需要对区段平巷、溜煤眼、行人眼、运料眼以及联络平巷等巷道的断面、支护方式、位置、用途进行描述。 第四十五条 采用水力采煤时，应对多水力运输石门、回风石门、回采垛的尺寸、块段巷道(采煤头、溜煤道)以及煤水硐室的布置进行描述。 第四十六条 高瓦斯、煤与瓦斯突出条件下采用排放瓦斯专用巷道、抽放瓦斯专用巷道的，需要对排放瓦斯尾巷、抽放瓦斯专用巷道进行描述。 第四十七条 按比例绘制工作面及巷道布置平面图，能够反映出井上下对照情况，构造情况，工作面周边的巷道、工程情况。第二节 采 煤 工 艺 第四十八条 简述采煤工艺。 第四十九条 描述采高、循环进度等。 第五十条 描述落煤、装煤、运煤、顶板控制方式。 第五十一条 采用放顶煤工艺的，应对采放比、放煤步距、放煤方式、端头顶煤回收方式、初次放顶(煤)及收尾时的放顶煤工艺等内容进行描述。 第五十二条 采用分层开采工艺的，应确定分层厚度等内容。 第五十三条 采用上下面同时回采(对拉、顺拉)工艺的，应明确上下面的位置关系和错距。 第五十四条 采用柔性掩护支架开采急倾斜煤层时，需要明确： (一)支架的角度结构、组成、宽度，支架垫层数和厚度，点柱等； (二)工作面安全出口及两巷管理要求； ， (三)扩巷方法、扩巷支护要求； (四)支架的安装和管理要求(点柱的支设角度、排列方式和密度) (五)回棚(柱)放顶规定； (六)支架下放方式、要求； (七)落煤方式和架内爆破规定； (八)架外放煤方式； (九)支架的拆除方式； (十)收作。 第五十五条 采用倒台阶方式开采急倾斜煤层时，需要对各台阶长度、相互之间的错距等作出明确规定。 第五十六条 采用水采工艺的，应做到以下几点。 (一)明确落煤方式(开式、半闭式或闭式)； (二)根据煤层顶板稳定程度选择落垛方式及煤垛参数； (三)根据煤体的硬度选择合理的水压； (四)，明确水枪的安设位置、安设要求、水压要求等内容以及水枪的撤出方式、路线等。 第五十七条 使用采煤机割煤，应叙述采煤机的进刀方式、进刀段长度、进刀深度，割煤方式、牵引方式、牵引速度，并绘制进刀方式示意图。 如果采用人工爆破开切口的，还应参考第五十八条的规定对有关事项进行描述。 第五十八条 采用爆破落煤的，应做到以下几点 (一)进行炮眼布置设计。描述炮眼具体的布置要求，绘制炮眼布置三视图(正、平、剖面图)； (二)填写爆破说明书。应包括工作面的采高、打眼范围，每循环炮眼的名称、编号、个数、位置、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量、装药方式、封泥长度、水炮泥个数、连线方法、起爆顺序、炮眼总长度、循环用药、雷管量等内容。 第五十九条 描述采煤工作面施工工艺流程，简要说明从准备、采、支、运、回到整理的流程。 必要时应绘制工作面工艺流程图。 第六十条 用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。 W＝LSｈγc 式中W——工作面正规循环生产能力，t； L——工作面平均长度，m； S——工作面循环进尺，m；h——工作面设计采高，m；γ——煤的视密度t／m3；c——工作面采．出率，％。第三节 设 备 配 置 第六十一条 描述工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。 第六十二条 采用机采工艺的，应绘制工作面设备布置示意图。 第三章 顶 板 控 制第一节 支 护 设 计 第六十三条 进行工作面的支护设计。支护设计应包括工作面、端头和运输巷、回风巷支护设备的选型、支柱密度的选择、基本支架柱排距确定、柱鞋的规格尺寸等内容。 第六十四条 工作面的支护设计，一般采用以下方法。(一)采用顶底板控制设计专家系统时，应根据系统要求，合理选取有关参数。(二)采用类比法时，应根据本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。1．参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，选择本工作面矿压参数，可参考表1。 2．合理的支护强度，可以采用下列方法计算(一般可以采用前两种方法，取其中最大值即为工作面合理的支护强度久)。(1)采用经验公式计算：Pt=9.81hγk式中 Pt——工作面合理的支护强度，kN／m2； h——采高，m；γ——顶板岩石容重，kN／m3，一般可取25kN／m3； k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，应根据具体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时，应选用低倍数；反之则采用高倍数。表1 矿压参数参考表 序号 项 目单 位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m基本顶厚度m直接底厚度m2直接顶初次垮落步距m3初次来压来压步距m最大平均支护强度KN／m2最大平均顶底板移近量mm来压显现程度4周期来压来压步距m最大平均支护强度KN／m2最大平均顶底板移量近mm来压显现程度5平时最大平均支护强度KN／m2最大平均顶底板移近量mm6直接顶悬顶情况m7底板容许比压 MPa 8直接顶类型 类9基本顶级别 级10巷道超前影响范围m (2)选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度户Pt。 (3)采用工作面不同推进阶段(顶板来压、正常推进)按“支护原则”和“防滑的原则’’要求计算支护强度，取其中最大值。 3.支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算： Pt＝kgkzkbkhkaR式中 R——支柱额定工作阻力，kN； k——支柱阻力影响系数。4.工作面合理的支柱密度，可以采用下列公式进行计算：　n=Pt/Rt式中　n——支柱密度，根／m2；　Rt——支柱实际支撑能力，KN／根。　5.根据合理的支柱密度，确定排距、柱距。 6．合理控顶距的选择：在满足安全生产的前提下，可以根据工作面的实际条件选择控顶距。坚硬顶板控顶距可适当增大，松软、缓慢下沉顶板控顶距可适当缩小，一般应采用“见四回一”的管理方式。 7．柱鞋直径的计算：柱鞋一般选用圆形铁鞋。根据支柱对底板的压强应小于底板容许比压的原则，采用下列公式计算铁鞋的直径。 φ≥200（Rt／πQ）1／2；式中 φ——铁鞋的直径，mm； Q——底板比压，可以从矿压参数参考表中查得，MPa。 第六十五条 根据上述有关参数，结合采高等因素，选取合适的支柱并确定选用的顶梁的型号。 第六十六条 选用金属摩擦支柱进行支护时，应明确升柱器的型号、数量。 第六十七条 综采工作面的支护设计，需要根据工作面合理的支护强度(Pt)，选取液压支架，并参考表3的内容进行适应性比较。 项 目工作面实际条件支 架 参 数采 高／m倾 角／(°)煤 厚／m硬 度f支护强度／(kN·m-2底板比压／(kN·m-2)顶板类(级)别 第六十八条 乳化液泵站设计应包括以下内容：泵站及管路选型。泵站设置位置需在相关图纸上明确标明。泵站使用规定：泵站压力调整要求、乳化液泵配制方式、乳化液浓度、检查方式等。第二节 工作面顶板控制第六十九条 确定工作面回采时顶板控制方式。描述控顶方法、控顶距离、放顶要求、支柱支设要求、伞檐规定、铺网要求、护顶方式及要求等。 第七十条 确定工作面正常回采时特殊支护形式。描述密集支柱、抬棚、戗柱(棚)、丛柱、木垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。 第七十一条 确定各工序之间平行作业的顺序和安全距离，回柱放顶的方法，放顶区内支柱(架)、特殊支护等的回撤方式。 第七十二条 描述顶底板变化、地质构造、应力集中区等特殊地段以及其他时的顶板控制方法和要求。 第七十三条 采用水砂充填或矸石充填控制顶板时，需要明确充填的工艺要求、材料来源、材质要求、工序衔接等内容。 第七十四条 采用放顶煤工艺或采煤工作面倾角较大时，需要描述增加支架(柱)稳定性、防止钳架(柱)的方式。 第七十五条 采用水采工艺时，需要描述护枪方式和撤退路线的维护；倾角超过15°时还要描述采空区挡矸点柱的支设方式。 第七十六条 采用人工顶板分层开采工艺时，需要描述造假顶方式、要求、材料以及在回采中防止顶板冒漏的方法等内容。 第七十七条 采用强制放顶工艺的，应进行人工强制放顶设计。 第七十八条 采用放顶煤工艺需要对顶煤进行弱化的，应描述顶煤弱化的措施。 第七十九条 如果工作面有伪顶、复合顶板时，应确定其控制方式。 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制 第八十条 描述工作面运输巷、回风巷超前支护的方式、距离。 第八十一条 描述端头支护方式、支护质量要求，以及与其他工序之间的衔接关系。 第八十二条 描述安全出口的高度等。 第八十三条 确定各类支护材料的正常使用数量、规格，确定各类备用支护材料的数量、规格、存放地点、管理方法。 第八十四条 绘制工作面开切眼、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平面、剖面图)，反映出工作面、超前、端头支护和工作面运输巷、回风巷正常支护等情况。第四节 矿 压 观 测 第八十五条 确定矿压观测内容。应包括日常支柱(架)支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等内容。 第八十六条 描述矿压观测方法，说明工作面和巷道中矿压观测仪器、仪表的选型和安设位置，观测方式、观测时段。第四章 生 产 系 统第一节 运 输 第八十七条 确定运输、装载、转载方式，选择运输设备。 第八十八条 描述运输设备的安装位置、固定方式、推移方式。 第八十九条 描述运煤路线和辅助运输路线。 第九十条 绘制运输系统示意图。第二节 “一通三防”与安全监控 第九十一条 描述工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。 第九十二条 进行工作面实际需要风量的计算。 工作面实际需要风量，应按各煤矿企业制定的“通防实施细则”计算或根据瓦斯(二氧化碳)涌出量、工作面的温度、同时工作的最多人数、风速等因素分别进行计算后，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要风量。(一)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算。 一般情况下采用下列公式： Q=100(67) q k 式中 Q——工作面实际需要风量，m3／min； 100(67)——单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1％取100计算或按二氧化碳浓度不超过1．5％取67计算； q——工作面瓦斯(三氧化碳)绝对涌出量，m3／min； k——工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀的备用风量系数，它是各个工作面瓦斯(二氧碳绝对涌出量的最大值与其平均值之比，须在各个工作面正常生产条件下，至少进行 5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面是：1．2—1．6，炮采工作面尾：1．4～2．0，水采工作面是k >2。 高瓦斯采煤工作面实际需要风量的计算，应根据瓦斯抽放后的实际情况计算，具体为 Q=100(67) q k (1—K抽放率) 式中 K抽放率——采煤工作面的瓦斯抽放率，％。 (二)按工作面温度计算： Q= 60vS Q= 60vS K(放顶煤工作面) 式中 v——工作面平均风速，可选取空气温度与风速对应表中(表4)的相关数值，m／s； S—— 工作面的平均断面面积，可按最大和最小控顶断面积的平均值计算，m2； K——综放工作面支架断面及工作面长短的风量调整系数，可从表5中选取。 表4．采煤工作面空气温度与风速对应表工作面空气温度／℃工作面风速v／(m·s-1)煤层厚度<1．5m>3．5m<150．3—0．4>15S 式中 S——采煤工作面平均有效断面面积，m2。 2．按最高风速验算，工作面的最大风量。 Q<240S式中>15×4．2×2 m3／min＝126 m3／min 工作面的最大风量 Q<240×4．2×2>管理制度)中安全基本管理制度，对违章范围的处罚规定，炸药雷管管理，便携式瓦斯报警仪管理制度等制度加强学习。 (3)交接班制度： ①对工作面工程质量，安全状况以及遗留问题等，上、下两个班的班组长、安全员、技术员必须在现场交接清楚，并向采区井长汇报。 ②工作面各工作点的采、支工也必须在现场将本工作点的工程质量及安全状况向下一班人员进行交接。 ③机电各岗位操作人员必须在现场交接所管设备，严格执行岗位责任制，保证设备安全运转。第二节 顶 板 管 理 1．工作面顶板支护安全技术措施 (1)工作面必须保持两个畅通无阻的安全出口，一个通到回风巷，一个通到运输巷，工作面的安全出口要经常维护，两出口处不得堆放材料，在出口处的20m范围内其高不得低于1．6m。 (2)在安全出口处严禁留台阶，因地质变化等原因造成有台阶时，必须采取措施处理，使用结实绳子捆绑在支柱上，使人能安全上、下。 (3)禁止将支柱打在浮煤或浮矸上，支柱要有小荆笆垫底，坚硬底板要有柱窝，不见底板的软煤需用木鞋板垫底。 (4)支柱应有3°一5°的迎山角，架设支架、必须由两人联合操作，不得一个人单独进行操作。 (5)在悬挂金属顶梁时，板销必须用金属链拴柱，顶梁的圆销和板销禁止用木棍，木楔等物代替，防止顶板来压，顶梁下落伤人或造成冒顶事故。 (6)禁止不同性能的支柱在同一个工作面混合使用，被损坏液压支柱和顶梁，必须及时运出工作面，并且堆放整齐，不得任意堆放在底板上。 (7)金属铰接顶梁不得有两根及以上连悬，禁止连续三根支柱挂倒梁，圆销必须打紧，防止梁落伤人。 2．防止片帮、冒顶安全技术措施 (1)所有作业人员严格执行敲帮问顶制度。进工作面时首先由当班队长或班组长对工作面进行全面的安全检查，发现隐患及时处理，确认无隐患后方可作业，所有作业人员都必须在完整可靠的护身支柱下作业，严禁空顶作业。 (2)放炮后及时敲帮问顶和修理歪扭棚，使用荆笆，川杆护顶，及时挂梁、支柱，严禁空顶。挂梁时必须掏梁窝，并用荆笆垫顶梁头，用板销打紧连接两个顶梁。 (3)顶板破碎压力大或煤壁片帮较严重时，及时靠煤壁架设临时支柱或一梁二柱倾斜棚。片帮较多地段，使用大荆笆和坑木及时背帮，’防止大面积垮落。 (4)工作面上端上方第一架支架及下端头下方第一架支架与运输巷内支架的距离不得大于0．5m。(5)回柱放顶时，回收的支柱及时打在新切顶线内侧的梁下，使用时随用随取。 (6)工作面运输巷、回风巷每班班长要加强检查，出现烂帮、烂顶等情况时，立即排人使用荆笆，川杆护顶、帮。巷道变形严重，支柱歪扭变形的地段必须扩茬维修。当巷道出现冒顶情况时在安全的前提下，及时疏通巷道，保证工作面有新鲜风，防止瓦斯超限，班干部组织人员利用备用坑木及时架设木垛并用大荆笆背顶，防止煤炭或矸石冒落。 3．支护材料的质量要求和措施 (1)单体液压支柱使用前，必须检查零部件是否齐全，支柱有无弯曲、凹陷，顶盖变形，缺爪、漏液等，不合格的支柱不得使用。 (2)工作面使用单体液压支柱的高度应与工作面采高相适应，支柱的最小高度要保证活柱的伸出量不小于顶板最大下沉量加50mm，支柱最大高度不得小于采高，严禁超高支设支柱。 (3)保证单体液压支柱有足够的初撑力，不低于90kN，乳化液泵站和液压系统完好不漏液，压力不小于18Mpa。注液枪的出口压力不低于10 Mpa。 (4)底板松软或不见底板，其抗压强度小的地段，单体液压支柱使用木鞋板垫底。 (5)底板坚硬光滑地段，必须掏柱窝，使用荆笆垫底。 (6)每两根单体液压支柱必须使用防倒链，工作面倾角太大的地方，使用结实的绳子拴牢，以防失效支柱倒下伤人。 (7)支柱在井下储有3个月以上，或使用超过8个月或采完一个工作面，必须检修，不得直接转入其他接替工作面使用。 (8)工作面回风巷存放60根单体液压支柱和2m3坑木作为备用材料，此材料随用随补，不得缺少，并且堆放整齐，不得阻挡行人。 (9)工作面的注液枪的设置距离，保证10m一个，同时开启不得超过两个。 4．回柱放顶安全技术措施。 (1)回柱前，先检查顶板情况，清理松动的浮矸，浮煤和通道。回柱地点后方5m之内不得有杂物、浮煤、浮矸，必须畅通无阻。作业地点前后支架不合适时，需提前加固维护好，在顶板破碎和压力较大的地点，必须打临时支护加强维护。 (2)回柱放顶处连叉子棚不得超过12m，连叉子棚必须两人一组、禁止一人连叉子棚。 (3)人工回柱时必须三人一组，两人回柱，另一人负责观察顶板和运料工作。回柱时必须使用长把工具，不准进入采空区内取料，禁止一个人单独回柱。 (4)回柱放顶前，利用大荆笆挡好，防止矸石窜人工作面。回柱时，必须将顶梁上的板销打上，板销小头向上，然后回柱，最后取下顶梁。 (5)回柱顺序必须由里向外，由下向上逐次进行，实行分段回柱时，其分段距离不得小于20m。 (6)在回柱过程中若发现顶板有可能大面积冒落时，必须告诉周围的人员，尤其是下段工作人员。 (7)放顶接口处悬挂便携式瓦斯报警仪，如果瓦斯超限，使用悬挂风帘法冲散放顶处瓦斯，如不能解决瓦斯超限，禁止继续回柱放顶。 5．运输巷、回风巷回收支柱的安全技术措施 (1)区段平巷支架均随工作面放顶进行回撤。要求该支架后方与工作面切顶线整齐。 (2)运输巷输送机缩短后，该输送机正后即从工作面机头第一排正规支柱起至切顶线范围内，在每个横向顶梁的下方补加一个支柱。 (3)工作面区段平巷超前平巷10m必须打双梁双柱，打双支柱时使用圆木更换平巷顶板工字钢， 回收支柱时，横梁的圆木不再回收。 (4)为防止上隅角瓦斯积聚，必要的情况下，工作面回风巷支架可超前切顶线半排或一排进行回撤。回撤后回风巷上帮以下4m范围的切顶线要加打一排支柱，实现一梁二柱，柱距0.25m，确保行人安全。 6．初次放顶的安全技术措施 (1)初次放顶前，成立以生产矿长为首的初次放顶安全管理小组。要求初次放预期间，每班都有 初次放顶安全管理小组人员跟班，检查初次放顶措施的执行情况，发现不安全因素，立即采取措施进行处理。 (2)工作面开切眼时使用单体液压支柱与铰接顶梁组合的直腿支架，避免开切眼初采改变支护形式，反复支撑时造成顶板松动离层。 (3)加强护顶支护，提高支架的初撑力及稳定性，必须使用小荆笆或木鞋垫支柱底。 (4)初次放顶期间，应适当加大控顶距，要比正常控顶距增加一排支柱。同时，在回风巷备有60根液压支柱，以使在顶板突然来压时，可及时进行维护。 (5)初次放顶期间，对顶板难以垮落的工作面，回柱放顶不得与其他工作面平行作业。 7．过断层时安全技术措施 (1)工作面过断层时，可采取挑顶，卧底或同时挑顶及卧底的办法采煤，以保证工作面的最小高度，增加支架的稳定性，做到既有利于维护顶板又减少破岩量。 (2)在断层处采煤时，必须严格执行敲帮问顶制度，防止掉矸伤人。 (3)在断层处采煤，必须安排技术熟练、经验丰富的老工人操作，在断层处采用打浅眼，少装药，放小炮的方法，严禁放大炮。 (4)工作面过断层时，应适当加大控顶，，当工作面采过断层面—个最小控顶距以后，一次回收断层处外侧支架。 8．收尾放顶的安全技术措施 (1)工作面结束前，必须加强工程质量，支架架设牢固，背严顶板，将工作面控顶距缩至最小控顶距3．6m，同时将工作面的浮煤、浮矸清理干净。 (2)回收的支架及时运出工作面保证退路畅通无阻。 (3)安全出口必须经常检查和维护。若有烂帮、烂顶等不安全情况，应及时加补临时支柱。 (4)由于单体液压支柱是由下向上回收，回柱放顶处必须悬挂便携式报警仪和瓦斯监测报警断电。当工作面通风不良，瓦斯超限时，应停止工作，使用局部通风机供风。第三节 防 治 水 掘进67101工作面回风巷时，工作面中段底板有涌水情况，另外，工作面需要穿过新F6断层，回采经过这两段是防治水工作的重点区域，坚持“有疑必探，先探后采”的探放水措施。 探放水措施如下： (1)工作面运输巷、回风巷掘进时已经进行探水工作，回采该工作面需做好煤墙的探放水工作。 (2)探放水沿工作面倾斜方向每10m一组探水眼。每组探水眼三个，呈扇形布置，每两个相距1m，中间眼垂直煤墙，两边的眼要与中心眼成63°的夹角，使每两组的边眼在前方基本相交，每个眼深度均为35m。 为了使积水顺利排出，又能防止冲垮煤层，探水钻直径以42m为宜。 (3)严格掌握好超前距，钻孔超前距离为25m，每打一次探水钻，工作面可连续推进10m。 (4)探水时，设专职打钻工。被选定的这些打钻工懂得探放水措施，探水孔的位置、方向、角度、钻眼深度与数目，熟悉附近的地理位置并且责任心强。 (5)打深水眼前，工作面上、下出口的电话要完好，提前挖好排水沟和临时水仓，安排好撤人路线，并规定撤人的报警信号。 (6)打钻时必须由安全员在现场值班，检查空气成分，发现有害气体超过规定，立即停电撤人，并报告调度作出处理。 (7)探水要有记录，记录，内容包括探水眼布置、角度、深度，钻孔中发现的各种情况和问题。在打钻过程中，如发现煤岩变松或沿钻杆向外流水，超过正常打钻供水量时，必须立即停钻，但不得移动或拔出钻杆，派人监视水情，并报告矿调度室。如果情况紧急，必须首先立即通知所有受水威胁地点的人员撤离，并采取应急措施。 (8)放水时要根据矿井的排水能力，水仓容量，估计积水量，设专人监护做好记录，做到有计划的放水，遇到水量突然变大时，必须立即报告矿调度室及时进行处理。 当发现有透水预兆(挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水响、顶板淋水加大、顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，出现涌水，水色发浑有嗅味等异状)时，必须停止作业，采取措施。第四节 爆 破 管 理 一、放炮员的职责和相互监督的措施 (1)工作面的爆破必须由专职放炮员担任，放炮员必须经过专门培训，取得合格证，持证上岗。 (2)工作面使用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms，放炮时采用正向起爆，放炮员必须把炸药、电雷管分别放在药箱内并加锁，严禁乱扔乱放。炸药必须放在支架完整、顶板完好，避开机械电气设备的安全地方。每次放炮都必须把火药箱放到警戒线外的安全地方。 (3)当班使用不完的炸药雷管由放炮员交给炸药库，并登记所退数量。 (4)放炮员必须携带便携式瓦斯报警仪，瓦斯超限时不准装药、放炮。 (5)放炮器手把必须由放炮员随身携带，不准转交他人，不放炮时不准插入放炮器，放炮后立即拔下，摘掉母线并扭在一起。 (6)放炮时，至少有两名人员在现场，其中一人操作，另一个检查瓦斯，顶板、两帮等情况。 二、爆破安全技术措施 (1)装药时必须采取连续装药，药卷间不得留有间隙，装药剩余部分使用黄土泥封填，封泥长度不得小于0．6m，严禁用块状材料或可燃性材料做封泥，无封泥炮孔严禁放炮，严禁放糊炮和明火放炮。 (2)装药时，每装好一个炮眼，其雷管脚线，必须及时拧成短路，严禁拖在刮板运输机上，不得与电缆、电线等导体接触。 (3)放炮母线必须用绝缘的双线，严禁用金属管或大地做回路，不得有明接头。 (4)放炮联线串联，严禁并联或串并联。 (5)采用分组装药时，一组装药必须一次起爆。严禁在一个采煤工作面使用两台放炮器同时进行放炮。 (6)有下列情况之一者，不准装药放炮： ①风量不足或无风时不准放炮； ②放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1％及以上时或局部瓦斯浓度达到2％及以上时； ③炮眼内出现出水异状，温度骤高、骤低有显著瓦斯涌出，煤岩变松，透老空等情况时； ④炮眼质量不合格或数量不足时，放炮时安全员、放炮员、班组长三者缺一人时。 (7)放炮时放炮员和班组长派责任心强人员在工作面的运输巷和回风巷站岗警戒，所有人员必须撤到安全地方躲炮。放炮员必须最后离开放炮地点，并发出警号，在支架完整避开电气设备的地方放炮。放炮前先发出信号至少再等5s，方可放炮。放炮时，警戒人离放炮下口不得少于50m，所有人员不得进入回风巷。 (8)处理拒爆、残爆、瞎炮时，严格按照<煤矿安全规程)第341、342条规定进行处理。 (9)爆破后，待工作面的炮烟被吹散，班组长、放炮员及时检查爆破地点的通风、瓦斯、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。 (10)放炮前后，在放炮地点附近30m内洒水降尘。第五节 一通三防及安全监测 一、通风安全技术措施 (1)通风队长、安全井长每周定期检查工作面进风巷、回风巷、专用回风并及通风设施，发现有断梁、折腿、冒顶等情况时及时处理，保证正常的通风断面，杜绝瓦斯积聚现象。 (2)工作面运输巷和回风巷绕巷的风门必须连锁，防止同时打开两扇风门，造成风流短路。通风设施和风门如有损坏须及时维修、更换，避免影响工作面风量。 (3)工作面回采之前，通风队必须按照作业规程规定，把风量配够，并每旬定期测量进风和回风巷风量。根据工作面瓦斯涌出等情况，制定调风措施，进行风量调整，满足工作面生产需要。 (4)工作面必须是新鲜风，其回风直接进入专用回风井，不得与其他工作面串联通风。 (5)工作面进风巷、回风巷必须畅通，不得任意堆放杂物，其通风断面不得小于设计断面的2／3。 (6)当工作面进风巷、回风巷出现冒顶情况时，在安全的前提下及时疏通巷道。如通风巷道阻塞、风量过小，造成工作面瓦斯超限时，切断工作面、回风巷所有电气设备的电源，停止工作面人员工作，并及时通知调度室。进行巷道维修，对冒顶部分进行架木垛，防止顶板再次冒落，等到巷道恢复原来断面，工作面瓦斯不超限，再给工作面、回风巷电气设备送电，恢复生产。 二、综合防尘措施 (1)工作面放炮时使用黄泥充填炮眼，封泥长度不得小于炮眼深度的一半。炮眼深度小于1．2m，最少不得低于0.6m，放炮前后要对放炮地点洒水降尘。 (2)工作面、运输巷、石门巷道、运输大巷等机头转载点必须设置喷雾洒水装置，每班运输出煤时，要保证正常使用，防止煤尘飞扬，每班结束前，对各个转载点的电气设备进行煤尘，清理，并对转载点前后巷道洒水降尘。 (3)工作面进风巷和回风巷各设置两组净化水幕，净化水幕要封闭整个巷道断面，不得随意关闭，运输巷和回风巷每天定期清洗一次巷道。 (4)工作面所有作业人员要搞好个体防护，戴好防尘口罩。 三、综合防灭火措施 (1)工作面采用走向长壁后退式开采。以减少采空区的漏风。 (2)加强57081工作面采空区密闭封堵情况检查，如有漏风，则必须对密闭进行再次封堵，以减少向采空区的漏风。 (3)加强工作面回风巷的检查，发现有高温点及时处理。 (4)机电设备严禁缺润滑剂运转，其附近5m之内，不准存放润滑油、棉纱、布头等易燃物品。 (5)工作面结束后，在一个月之内对停采线使用黄泥进行灌浆注水，对进风巷和回风巷做密闭。 工作面每推进一个石门后，就对该石门巷道做密闭，减少向采空区的漏风。 (6)皮带头转载点前后20m之内严禁用圆木和可燃性材料支护。 (7)任何人发现井下着火时，首先应立即采取一切可行的方法直接灭火，并迅速报告矿调度室。 在现场的班长或技术员依照矿井灾害预防和处理的规定，将所有可能受灾害威胁地区的人员撤离危险区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。 四、预防瓦斯和安全监测措施 (1)工作面设置一名专职安全瓦斯检查员，加强瓦斯检查，检查地点：工作面上、下出口、上隅角、电动机附近、工作面回风流中、回柱放顶处，上述地点每班检查次数不少于三次。 (2)工作面放炮地点必须执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”发现放炮地点前后20m范围内瓦斯浓度超过1％时禁止装药放炮。 (3)瓦斯检查、瓦斯记录做到班报、牌板、日报三对照，不空班漏检、假检。 (4)工作面使用高压乳化液泵及配套管路实施煤壁注水技术，一方面降低工作面的煤尘，另一方面使瓦斯均匀涌出，避免工作面出现瓦斯忽大忽小现象发生。 (5)工作面和回风巷安设甲烷自动报警断电仪装置，工作面风流中瓦斯浓度达到1％时，甲烷自动报警仪发出报警信号，停止工作面的打眼放炮。当工作面瓦斯浓度达到1。5％或回风巷瓦斯浓度达到1％时。报警断电装置能自动切断工作面和回风巷所有非本质安全型电气设备电源，并撤离人员，采取措施进行处理。只有瓦斯降到1％以下时，才准人工复电，恢复工作。 (6)工作面甲烷传感器设置在回风巷距工作面不大于10m范围内，回风巷甲烷传感器设置在回风巷距离混合风流10—15m处。传感器垂直悬挂，距巷道两帮不得大于0．3m，距顶板不得小于0．2 m。第六节 运 输 管 理 一、输送机、带式输送机启动安全技术措施 (1)工作面和运输巷的输送机和带式输送机停止运转时，首先由工作面上部输送机停止运转，并用矿灯向下部输送机传递信号，并呼叫下部开输送机人员，依次向外传递信号，停止输送机运转，在运输大巷，停止带式输送机运转时，打电话通知机头人员停止带式输送机运转，启动时由带式输送机头向工作面依次启动，同时使用电话或矿灯传递信号，工作面使用17型刮板输送机时，启动时先点三次，才能开机。 (2)当工作面输送机出现大块矸石、木料、坏柱等物料时，应及时停机排出。大链出槽、飘链和输送机拱起时，严禁在运动中用手扶或脚蹬等方法进行处理，遇有断大链、机体激烈跳动，电机电缆过热等危及安全运转的意外情况时，司机必须立即停机迅速汇报，做出处理。 (3)开机时，司机不得位于运行方向的正前方，运行过程中必须认真监视输送机运转及其附近支架情况，发现异常立即停机。 二、刮板输送机安全技术措施 (1)机关安置要稳妥，各部位联接螺栓要紧固，防护罩、电风机等不松不缺，减速箱油位合适，油质合格，液压联轴节油量适宜，刮板不飘链。 (2)空车试运转，使刮板链回转一周，刮板链松紧均匀适宜，机尾滚筒转动灵活，从联接环螺栓，刮板及销链有缺损或歪斜的，必须停机进行处理。 (3)不准超负荷启动，因过负荷不能正常启动时，连续启动不得超过五次，每次时间不超过10秒，输送机应平稳，无异常响动和振动。 (4)移输送机遵循由下向上的顺序，即支好机尾压柱后撤出机头压柱，由下向上移输送机，待机头推到位打好压柱后，方可撤除机尾压柱将输送机推到预定位置，重新打好机尾压柱。 (5)工作面移输送机，必须在临时支护的保护下进行，即在先支后回的前提下进行。将输送机移到位，并打输送机边基基柱后，方可回撤临时支柱。移输送机时，必须锁启动器，去掉保险销。移输 送机，一次回撤支柱不能超过20根，并且在顶梁上打好板销。 三、带式输送机运输安全技术措施 (1)带式输送机机头和带式输送机机尾必须设置通信装置，当启动或关闭皮带时，利用电话告诉带式输送机机尾或带式输送机机头人员。 (2)带式输送机正常使用前，必须进行试运转，只有输送带不出现跑偏、打滑等情况下才能投入正常使用。(3)输送带机架上设置紧急制动装置(每50m安装一个)，当输送带上出现异常等紧急情况下，及时关闭制动装置。解除危险后，才能重新启动。 (4)每班派人检查输送带；如果有跑偏，托辊不转动，底板浮煤多等情况时，及时维修，清理浮煤。 (5)行人不得随意跨越、乘坐带式输送机。跨越带式输送机时必须经过天桥，并且天桥要设置防护栏。 (6)机头溜煤囤必须设置防护栏，防止人员误人溜煤囤或带式输送机下面造成伤害。 四、辅助运输安全措施 (1)回风巷运送坑木、荆笆、川杆等支护材料时，严禁同时打开两件隔离风门，避免造成风流短路。 (2)人工推运矿车时，两车之间距离不少于10m，转弯时必须喊安全口号，呼叫前面人员躲开。 (3)严禁搭车、放飞车、手拉车或以矿车撞击风门。 (4)矿车销子严禁用木棍或其他强度不够的东西代替。第七节 机 电 管 理 一、机电设备安全技术措施 (1)工作面机电设备实行专职管理，每班有两个机电工跟班维护和操作。 (2)每台输送机、带式输送机每班设置专人开机管理。 (3)跟班电工必须穿绝缘鞋，按时人井，在工作面进行交接班，交接人员在交接班时，若设备发生故障应配合接班人员修好再下班。 (4)跟班电工坚守工作岗位，做到随叫随到，随坏随修，不误生产。 (5)跟班电工在交班时，必须检查有无损坏，若有事故不清除不交班。 (6)电缆不能有破口或漏电现象，坚决杜绝“鸡爪子”、 “羊尾巴”、明接头，电缆要吊挂整齐，不能盘圈，开关及电气设备不合格、不完好不能人井使用。开关要上架，“五小”要上牌。 (7)检修设备，严禁带电作业，需停电检修，必须提前联系通知，开关处应挂“有人工作，严禁合闸”牌，上紧闭锁派人看守，未经许可不得送电。 二、煤电钻管理安全技术措施 (1)工作面的煤电钻必须使用综合保护装置，使用前先检查煤电钻零部件是否齐全牢固，插销是否完整，开关是否灵活，如发现异常情况，应立即切断电源，进行处理。同时要对煤电钻进行试运转，并进行一次跳闸试验。 (2)电缆接头要严密结实，发现煤电钻检漏装置有故障或网路绝缘降低时，应立即停电处理，修复后方可送电。检漏装置应灵敏可靠，严禁丢掉不用。 (3)使用煤电钻时，应当提着把手将煤电钻送往工作地点，禁止顺底板用电缆拖着走，不准在输送机内拖拉电缆。 (4)打眼过程中，发现眼内涌水，温度突然升高或降低，风量不足，瓦斯超限，电缆漏电等危险时，应立即停止工作，切断电源，向班长汇报并处理。 (5)打眼结束后，应将煤电钻、电缆线、钎子及时收回，将电缆盘放在距工作面10m以外的安全地点，并切断电源。 三、乳化液泵安全措施 (1)开泵前应检查各部件系统是否完好，乳化液是否适量，检查各部件有无损坏，各连接管路是否有漏液现象，吸液管是否有折叠，发现问题及时处理。 (2)巷道内供液管路必须吊挂整齐，工作面乳化液管路和注液枪设专人管理。 (3)供液系统不得漏液串液，否则及时更换，连接处用合格的密封圈和U形卡。(4)拆卸供液系统必须停泵，并将液压系统卸载。 (5)泵站内使用清水，并定期清理泵箱内沉积的污垢和杂物。 四、电气设备防爆措施 (1)加强机电设备维护保养工作，保证设备完好率达到100％。责任到人，发现问题及时处理。 (2)电气设备必须零部件齐全，防爆性能良好，摆放在干燥地方，并上架，未经机电科验收的设备，不准人井使用。 (3)开关的熔断丝禁止用钢、铁、铝丝代替，必须使用和电气设备负荷相符的保险片。 (4)各类电气设备要做到勤检查、勤维护，严禁失爆和带病工作。 (5)电气设备有过流、漏电、接地保护装置、检漏继电器每班必须试验一次。无特殊情况不得停运检漏继电器。第八节 其 他 一、文明生产要求 (1)工作面运输大巷、运输巷、回风巷环境卫生，实现分段承包责任制，每班派人对运输巷、回风巷的杂物、煤尘、水沟进行清理打扫，保证备用材料堆放整齐，巷道干净，水沟畅通。 (2)输送机机头、带式输送机机头等转载处的煤尘，当班司机必须清扫干净，才能进行交接班。 (3)各类电气设备、电缆每班电工进行清扫，悬挂整齐。 (4)运输巷、回风巷进行扩茬后，当班必须把巷道打扫干净，不得留有杂物。 二、工作面结束后安全技术措施 (1)工作面回采到停采线后，及时回收工作面支架和铰接顶梁。 (2)同时在工作面回风巷和进风巷距离停采线5m处，各打两道密闭。 (3)密闭的一般要求： 密闭墙四周一定要深入围岩岩内，煤巷中槽深1m，岩石中槽深0．5m，如果四周有裂缝应用水泥砂浆灌严。 砌碹密闭时，先在槽底铺一层砂浆，挂灰错缝把墙与岩之间的接触点填实。 灌浆双层密闭墙中间留0．5m，以上空隙先填砂子、黄土等。 建筑密闭墙用的灰砂比为1：3—1：4，涂料墙面用的灰砂比为1：1～1：2。 (4)打好密闭后，悬挂检查牌板，定期检查二氧化碳等。 (5)工作面结束后45天之内必须用黄泥灌浆，确认停采线灌满浆，报调度室批准，停止灌浆。 第八章 灾害预防及避灾路线 一、工作面大面积来压或冒顶预防措施 (1)工作面出现大面积来压或冒顶时，在场班组长或安全员应视具体情况，通知作业人员从运输巷或回风巷撤离到新鲜风流中去，并报告调度室。 (2)当冒顶处有人受伤被压时，班组长应组织有经验的工人利用备用的坑木荆笆等备用物资进行临时支护，在安全的条件下抢救出被压伤人员。 二、火灾事故预防措施 (1)工作面发生火灾后，初期火源较小，现场作业人员应立即采取一切可能的方法直接灭火，利用洒水管、湿衣服等灭火材料灭火，另外及时报告调度室。 (2)当火势过猛不能扑灭时，立即通知工作面、回风巷以及受火灾威胁的作业人员。处于火区人员听从班组长或安全员的指挥，迎着新鲜风流，有秩序撤离危险区，同时注意风流的变化。在火灾回风巷一侧人员，通过回风巷绕巷迅速进入提矸井或皮带井。 (3)安全撤离路线： ’ 火灾点→工作面→运输巷→进风石门巷道→125m水平运输大巷→行人斜井→地面。 工作面发生火灾时回风巷侧人员： 回风巷→175m水平绕巷→提矸井→地面。 三、水灾预防措施 (1)透水预兆有：煤壁挂汗、煤层变厚、淋水加大、水叫声。煤壁挂红、酸度大，水味发涩和有嗅鸡蛋味，煤发潮发暗，工作面有上述预兆，应停止作业，迅速报告调度室。 (2)突然透水时，立即报告矿调度室，并在班长指挥下，尽力就地取材加固工作面，设法堵塞出水点，以防事故扩大，如果水势很猛，无法堵塞出水点，则应有组织地沿着避灾路线撤离。 (3)撤离前设法将撤退的路线和目的地告诉矿井领导。撤离时注意向高处走，位于透水点下方的工作人员撤离时，若遇到水势很猛，很高水头时，要注意不能让水头打翻或被水中滚动的矸石撞伤，要尽力屏住呼吸，用力拽住支架闯过，直至达到安全地点。 (4)矿领导接到透水事故电话后，立即成立援救指挥部，准确核查并下人员，如发现有人被堵井下，首先应制定营救措施，立即通知泵房人员，将水仓的水位降到最低程度，以争取较长的缓冲时间，如有淹井危险时，井下所有人员向外撤退，迅速向安全出口转移，直到安全升井。 (5)避水路线：、 工作面→回风巷→175m水平绕巷→提矸井→地面。避灾路线示意图略。