1305掘进工作面切眼扩帮作业规程
作者：佚名
2011-06-17 21:47
来源：本站原创
1305掘进工作面切眼扩帮作业规程
工作面名称： 1305工作面切眼扩帮
施工单位： 开 拓 工 区
编 制 人：
区 队 长：
批 准 人：
编制日期: 2007年12月12日
执行日期: 年 月 日
目 录
矿审批意见 3
作业规程学习和考试记录 5
作业规程学习和考试记录 6
作业规程复查记录 7
第一章 概 况 8
第一节 概 述 8
第二节 编写依据 8
第二章 地面相对位置及地质水文情况 9
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 9
第二节 煤(岩)层赋存情况 9
第三节 地质构造 11
第四节 水文情况 11
第三章 巷道布置及支护说明 11
第一节 巷道布置 11
第二节 支护设计 12
第三节 支护工艺 15
第四章 施工工艺 19
第一节 施工方法 19
第二节 爆破作业 20
第三节 装 、运岩（煤）方式 21
第四节 设备及工具配备 21
第五章 劳动组织及主要技术经济指标 22
第一节 劳动组织 22
第二节 循环作业 23
第三节 主要技术经济指标 23
第六章 生产系统 24
第一节 通风系统 24
第二节 压风系统 26
第三节 防尘系统 26
第四节 防灭火 27
第五节 安全监测系统 28
第六节 供电系统 29
第七节 排水系统 29
第八节 运输系统 30
第九节 通讯系统 30
第七章 灾害预防与避灾路线 31
第八章 安全技术措施 36
第一节 技术措施 36
第二节 施工准备 38
第三节 “一通三防”管理 39
第四节 顶板管理 41
第五节 爆破管理 43
第六节 防治水管理 47
第七节 机电管理 47
第八节 运输管理 51
第九节 其它 57 矿审批意见
严格按作业规程施工，认真传达至每位施工人员，考试合格后方可上岗。
严格按该规程加强顶板支护，使用好前探梁，严禁空顶作业，锚索要紧跟迎头。
遇断层或顶板破碎时，必须及时编写补充措施加强支护。
加强一通三防管理，防止煤尘积聚；加强瓦斯检查监测，使用好便携仪及瓦斯断电仪。使用风电闭锁和瓦斯电闭锁。
加强机电设备管理，杜绝失爆。
严格执行斜巷运输管理的有关规定，组织好掘进过程中物料的运送。
加强工程质量管理，强化班班验收制度。
强化火工品管理，严格遵守“一炮三检”“三人连锁”爆破制度。
单位 会审意见 签字 时间
工程科
通 防
机电科
调度室
安全科
总工程师 作业规程学习和考试记录
负责人: 传达人: 班次:
贯彻时间 听传达人 贯彻时间 听传达人
年 月 日 姓 名 成绩 签 字 年 月 日 姓 名 成绩 签 字
王吉恩 孙照利
徐述君 孙玉富
周庆明 孔祥春
程玉凯 孔庆文
王 玉 王 建
齐从省 刘金星
马艳斌 孙勇勇
马小东 李 磊
李召水 展 翔
顾士磊 李建立
白林夫 董海斌
邢秀苓 刘 庆
刘 青 孙传布
孔祥强 王如明
王洪岩 王振兴
刘 锁 张思凯
赵 峰 宋锋斌
王朝海 马 乾
徐庆银 刘 震
步长洪 王 振
丁永成 陆开军
王晓辉 于和银
马高代 顾敦东
牛广丰 刘 峰
郑爱文 王民芝
王 磊 马成国
郭贯军 孙广成
作业规程学习和考试记录
负责人: 传达人: 班次:
贯彻时间 听传达人 贯彻时间 听传达人
年 月 日 姓 名 成绩 签 字 年 月 日 姓 名 成绩 签 字
王为建 赵兴华
韩树猛 高庆矿
贾明建 张召坡
韦 涛 赵小光
马振美 郭新贵
张中奎
白 波
赵永强
张晋波
李朋B
张西杰
陈启富
何建新
赵洪亮
韩小刚
张 新
王 帆
王为秋
宋西帅
刘贵富
吕 峰
李计平
邢 建
康 超
孔爱国
郑成振
王远军
贾义军
作业规程复查记录
作业规程名称 1305切眼扩帮作业规程
施工单位 开拓工区
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题：
二、处理意见： 第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进巷道名称为1305切眼扩帮。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是：由于1305面三F119断层探巷已接近竣工，可作为1305工作面切眼导硐，剥帮后形成1305工作面切眼，满足1305采煤工作面安装、回采煤炭、行人、通风、管线敷设等的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度：210.386m(平距)。
服务年限：预计2～3个月。
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2007年12月下旬开工，预计2008年1月份竣工。
第二节 编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
《阳城煤矿一采区巷道布置图》及《1305切眼扩帮施工通知单》,批准时间为2007年12月12日。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称是《济宁矿业集团阳城煤矿1305工作面掘进地质说明书》，批准时间为2007年2月15日。
三、矿压观测资料
由于距离三DF119断层较近，围岩应力集中，压力显现明显。
第二章 地面相对位置及地质水文情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
该面位于工业广场以东阳城坝范围之内。地面标高+39.4m～+41m，本工作面巷道掘进对地面无影响。
该工作面井下位于1305工作面北端，三DF119断层以南，1305上下顺槽之间;四邻采掘情况：西侧为1305轨道顺槽，东侧为1305皮带顺槽，南侧为1305工作面，北侧为三DF119断层。
地面相对位置 表2-1
水平名称 -650水平 采区名称 首采区
地面标高
（ｍ） +39.4～+41 井下标高（ｍ） -604～-670.0
地面相对位置及建筑物 该面位于工业广场以东地面的阳城坝范围之内。本工作面巷道掘进对地面无影响。
井下位置及四邻
采掘情况 四邻采掘情况：西侧为1305轨道顺槽，东侧为1305皮带顺槽，南侧为1305工作面，北侧为三DF119断层。第二节 煤(岩)层赋存情况
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚硬系数、层间距：
该面煤３为气肥煤，据地质现有资料，1305面煤层总厚6.5～8.7ｍ，平均7.6ｍ。煤层结构简单，煤层倾角11～27°，平均18°。煤层普氏硬度系数ｆ=2.0。
二、顶、底板岩性及特征
顶、底 板 岩 性 特 征 表 表二
顶底板
名称 岩石
名称 厚度
（m） 岩 性 描 述
顶 板 粗
砂
岩 4.58 浅灰～灰白色，含砾、含菱铁矿结核、粗砂岩包体、底部夹煤条纹。
粉
砂
岩 1.62 灰～深灰色，夹灰～浅灰色细砂岩薄条带。缓波状、水平层理，顶部含粗砂岩包体、煤条纹。见植物化石碎片、生物遗迹化石。
细
砂
岩 1.48 灰色，夹深灰色纹层状粉砂岩，缓波状水平层理，层面含炭屑、白云母碎片。含少量菱铁质鲕粒。
粉
砂
岩 5.76 灰～深灰色，夹灰～浅灰色细砂岩薄条带。含大量完整植物叶化石，少夹煤条纹，上部夹菱铁质条带，水平层理。 底 板 泥
岩 0.8 深灰～黑灰色，顶部0.2m为黑色，含植物根化石，夹细砂岩条纹，水平层理。顶部0.2m粒状及鳞片状结构，夹煤条纹。
粉
砂
岩 0.96 黑灰色，夹细砂岩微薄条带,水平层理含植物根化石。
细
砂
岩 1.5 灰色,夹深灰色粉砂岩条带及薄层，水平及波状层理，见虫孔化石、植物化石碎片、菱铁矿结核及薄层。
粉
砂
岩 6.0 深灰色,夹细砂岩条纹，波状及混浊状层理见虫孔化石。
附图1：煤岩层综合柱状图（1:300）
三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数：
该煤层瓦斯相对涌出量为0～1.820 cｍ３/g,平均为0.466cｍ３／g，属低瓦斯煤层。煤尘具有爆炸危险性；为不易自燃煤层，根据邻近开资料，按自燃煤层对待。地温为22℃，地梯温度为1.86℃／100m，500～650m地温已达26℃，为正常地温区。
第三节 地质构造
根据1305面三DF119断层探巷实际揭露来看，本工作面主要在3煤中掘进施工，煤岩层倾角11～27°；煤岩层整体赋存形态为走向东北，倾向南东的单斜构造。由于距三DF断层较近，在1305断层探巷掘进130米后，沿断层掘进，进入顶板破碎带，裂隙发育明显，容易漏顶、片帮，压力加大。因此该扩帮工作面在施工下半部分时，预计巷道顶板管理难度加大，顶板压力大，施工困难。
第四节 水文情况
一、概况
对工作面掘进有影响的主要含水层为3煤顶板和底板砂岩含水层。顶板含水层富水性弱,补给条件差,主要以静储量为主，根据1305面三DF119断层探巷掘进情况来看,巷道掘进过程中顶板局部有滴水或淋水出现,在遇有砂岩裂隙或断层时淋水会加大，但过一段时间后基本就会疏干无水。本工作面巷道掘进过程中顶板砂岩水同样会有上述现象，预计顶板最大涌水量30m3/h,掘进过程中底板可能会有少量渗水，预计最大涌水量10m3/h。
二、防治水措施
1、在施工过程中，应坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。
2、在工作面施工过程中，应及时切眼下部安设排水设备，以完善排水系统。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1305切眼扩帮在原1305面三DF119断层探巷右帮外扩3.6米，即扩帮后右帮距离巷道偏中线5.5米，扩帮后巷道净宽7.2米，净高2.8米。巷道顶板、底板要平。巷道断面形状为矩形，长度为210.386米(平距)。
附：1305切眼扩帮平面位置图(1:2000)，见图3-1。
1305切眼扩帮剖面位置图(1:2000)，见图3-2。
第二节 支护设计
巷道断面
剥帮断面：矩形,净宽 3.6m,净高2.8m;荒断面:10.8m2,净断面：10.08m2采用锚网支护。
巷道扩帮后断面形状为矩形，H荒=3.0m ，H净=2.80 m， B荒=7.4m，B净=7.2m，S荒 = 22.2m2， S净=20.16m2 ；
附：1305切眼扩帮支护断面图，见图3-3。
二、支护方式
(一)临时支护：
(1)临时支护采用三根前探梁，前探梁采用6.3#槽钢对口焊制而成，槽钢中心间距为1.0m，长度均不少于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为1.0m，吊环用φ24钢筋焊制加工而成，每根前探梁用不少于两个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度应不小于30mm。
(2)放炮后，首先进行敲帮问顶工作，找掉顶帮活煤矸，检查无安全隐患，立即铺连网、上顶部钢带安设3根前探梁。前探梁用吊环必须安设在牢固可靠的锚杆上，并上满丝。前探梁用专用大木楔刹紧、刹牢，下山施工时必须用铁丝（链子）将探梁后端与巷道顶板网子（或者锚杆）拴牢。
(3)巷道掘进施工中，前探梁临时支护最大控顶距1.8m，最大空顶距0.3m；最大空帮距1.0m，巷道掘进严禁空顶作业。
(4)采用简易耙装机耙取迎头上的煤(矸石)，当耙取的距离满足一排的距离之后，方可对顶板打锚杆进行支护。
(5)在临时支护的可靠保护下，及时安设顶部锚杆，安设顶锚杆严格执行“先中间，后两边，由后向迎头，打一棵，注一棵”的原则。
(6)打完顶部锚杆后，将迎头的煤(矸)耙干净再对帮部打锚杆进行支护。
附：1305切眼扩帮临时支护图，见图3-4。
(二)永久支护
根据阳城煤矿已安全顺利掘进2个切眼的支护实际， 阳城煤矿1305切眼仍采用锚梁网配合单体钢梁复合支护。即剥帮的同时用单体液压支柱、3.8m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁四腿。超前支护采用超前剥采工作面4m，即超前一根工字钢加4棵单体支柱联合支护的长度，具体见附图。
该巷道采用锚网索梁做永久支护，顶部锚杆采用φ20×2200 mm，间排距为700×800mm，帮部锚杆采用φ18×1800mm，间排距为1000×800mm。巷道顶部及右帮采用螺纹钢锚杆和10#铁丝编制而成的菱形网，顶部配3.5米的W钢带作永久支护。锚杆与巷帮的夹角不小于75°，外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固，锚杆应垂直于两帮煤壁，横向成排，纵向成线。
巷道附加锚索梁支护, 锚索的布置方式为双排纵向布置，每2根1组锚索，锚索规格φ17.8×8000mm,采用12#槽钢，间排距为2000×1600mm。
按悬吊理论计算锚索参数
1、锚索长度计算
L=L1＋L2＋L3＋L4＋L5
式中：L-锚索长度，m；
L1-锚索入稳定岩层的深度，一般按经验取1.5m；
L2-锚索入伪顶的深度，一般按经验取0.3m；
L3-顶板煤层平均厚度，取5.0m。
L4-锚索在巷道中的外露长度，一般取0.35m；
L5-锚索有效长度，m；
其中：L5=K=1.5×=0.7（m）
式中：K-安全系数，一般取K=1.5；
B-巷道开掘宽度，(单体液压支柱最大间距，取2.8m)
f-岩石坚固性系数，取3。
则：L=1.5+0.3+5.0+0.35+0.7=7.85（m）＜8.0（m）
2、锚索间距计算
顶板潜在跨落高度计算：
C=［KrHBcos(α/2) /(1000fcKc)-1］×htg(45o-φ/2)
式中：C--挤压破碎深度；
K--自然平衡角部应力集中系数，K=2.65；
r--上覆岩层的容重，取1.5t/m3;
H--埋藏深度，取650m;
B--固定残余支撑压力影响系数，取0.95;
fc--煤层普氏系数，取1.5；
α--煤层倾角，α=18o；
h--巷道掘进高度，3.0m;
Kc--煤体完整性系数，取0.92；
φ--煤体内摩擦角，φ=35 o。
代入以上数值可得：C=1.18m。
潜在跨落高度b=(a+c)cosα/ Kyfr
式中：a--巷道有效高度的一半，取1.5m;
Ky--顶板岩性系数，取0.4；
fr--煤层普氏系数，取1.5。
代入以上数值可得：b=4.17m。
冒落范围内岩层自重载荷为：Q=(S1×r1+ S2×r2)×D′
式中：S1--潜在冒落范围在顶煤中的面积；
r1--顶煤容重，r1=1.35t/ m3；
S2--潜在冒落范围在伪顶中的面积；
r2--伪顶容重，r2=2.4t/ m3；
D′--锚索间距；
S1=1/2×2.17×1.98=2.15m2
S2=S-S1=1/2×3.8×4.17-2.15=5.773m2
Q=(S1×r1+ S2×r2)×D′=(2.15×1.35+5.773×2.4) D′=12.95 D′
考虑到n=1.5的强度储备，则锚索的破断载荷应满足：
P索=nQ=1.5×12.95D′=19.43D′=35t
D′=1.80m
为满足安全可靠，取锚索间距为1.6m。
通过以上计算可知，所选用的锚索符合设计要求，故可以采用型号为φ18×7500mm，设计锚固力为150kN的锚索，锚索间距为1600mm。
（三）、过地质构造的特殊要求及特殊支护方式：
当巷道穿过松软、破碎岩层或断层破碎带时,必须采取对巷道顶板注马力散加固，同时严格遵守以下要求：
（1）炮眼深度为0.8--1.0m，打直眼、多打眼，少装药，放小炮。
（2）采取掘一排支一排。
（3）加强敲帮问顶、临时支护及探水掘进工作。
特殊支护形式：
（1）锚杆密度增加至间排距600×800mm。
（2）在巷道偏中线右侧4.7米临时架一排单体棚（采用一字梁配合单体支柱），够一架支设一架，随掘随架，长度达5米后，及时架永久单体棚（采用11＃矿工钢配合单体支柱），把临时棚拆除。并采取打注锚索（或锚索梁）或喷浆等措施。
（3）采用人工攉矸。
（4）届时将根据具体地质情况及时编写补充措施。
第三节 支护工艺
一、支护材料
1、锚杆、锚索及锚固剂：采用预应力螺纹钢锚杆，顶部采用直径为20mm,长度为2200mm锚杆；帮部采用直径为18mm,长度为1800mm的锚杆。每根锚杆均用2块型号为MSK2550和1块型号MSCK2535树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1350mm，锚固剂直径为25mm，长锚固剂每块长度为500mm，型号为MSK2550；短锚固剂每块长度为350mm，型号为MSCK2535。铁托盘为正方形，规格为长×宽＝150×150mm，用10mm钢板压制成弧形，锚杆使用配套标准螺母紧固，顶部每根锚杆锚固力不小于70kN；帮部每根锚杆锚固力不小于50kN。
锚索用直径17.8mm，长度8000mm、9500mm、10000mm（锚到稳定岩层不小于1.5m）的钢绞线配合锁头、锚索梁制作；上托盘及锚具厚度为150mm，外露部分为350mm；每孔使用3块直径25mm，长度500mm的树脂锚固剂固定，锚固力不低于150kN，锚固剂型号MSK2550。
2、金属网
采用10#铁丝编制而成的金属菱形网，规格为长×宽＝4200×900mm，长×宽＝2500×900mm两种，网格为长×宽＝50×50mm，网要压茬联接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用8＃1.0米连网丝联接，不得出现漏联现象。
3、钢带
顶部采用长3500mm宽280mm的W形钢带。
4、主要支护材料每米用量
锚杆10套，树脂锚固剂30块，菱形网11.025米2，钢带4.5米，锚索1.25根，锁具1.25个。
5、物料存放
现场至少要备有2天使用的支护材料，并在迎头外100m范围内的料场中挂牌管理，分别存放，码放整齐。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先严格按照中线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；然后用长把工具找掉顶帮上的活矸危岩，将前探梁逐根移到迎头，铺好网，再在网下放好钢带，并用小杆、木楔将网和钢带加紧加牢，使之严密接顶；根据钢带上的眼孔布置锚杆眼位，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。打眼前，必须在前探支架的掩护下按由外向里先顶后帮打一注一的顺序进行，严禁空顶作业，每一棵锚杆必须紧固好。
2、准备工作
检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，不合格的锚固剂一律不准使用。
3、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻（锚杆机）卡住螺帽，开动风煤钻（锚杆钻机），使风煤钻（锚杆钻机）带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去钻，搅拌旋转时间应大于35秒之后，方可上好托盘，拧上螺帽，12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆拧紧力矩应不小于300N·m，锚杆盘要紧贴煤壁。顶锚杆须由钢带孔穿过。 帮部菱形网挂至锚杆下部500mm。
4、剥帮同时用单体液压支柱、3.8m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁四腿。
三、锚索安装工艺
1、根据现场实际情况，巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-120J型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和φ27双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置。眼深6.2m，并用压风将眼内的残渣吹净。
2、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。
3、用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘结定位。
4、二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送入孔底。然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以免捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
5、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。
6、一人扶助机头一人操作锚杆机，以边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20～30秒之间，确保搅拌均匀。
7、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后收回锚杆机。
8、10分钟后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。
9、2人一起将张拉千斤顶套在锚索上，并用铁丝将其固定在相邻的锚杆上，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶形成结束时，迅速换向回程。
10、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。
四、锚杆钻机打眼工艺：
（1）作业前检查：
1、操作者手持操作壁上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。
2、每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。
3、操作者应在机子摇臂端的外侧站立。
4、按顶板高度选用合适的初使钻杆。
5、钻空前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入生产。
（2）作业时：
1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到一眼位的正下方。
2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。
3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡的带着钻杆回落。
（3）作业完以后：
1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。
2、检查钻机有否损伤，螺丝有否松动，并及时处理好。
3、将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。
五、锚杆施工质量与要求
锚杆的锚固力必须符合设计要求，螺纹钢锚杆锚固力顶板不小于70kN/根、帮部不小于50kN/根，顶板初锚固力≮4t，扭紧力矩不小于300N·m；巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不能低于设计要求，锚杆株、排距不能超过设计值100mm;外露长度不能大于50mm，不小于30mm；并保持做到巷道内无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。
六、锚索技术要求
1、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。
2、锚索孔深误差控制在0～+200mm。
3、锚索外露长度不大于350mm。
4、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应得树脂分子链会遭遇破坏，导致锚固失败。
5、搅拌树脂药卷后10～15分钟张拉锚索，张拉预紧力为70kN。
6、锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。
7、锚索锚固力不低于150kN。
8、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍,用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。
9、锚索安装好后，应用旧布将暴露的钢绞线缠好，防止破股和划伤人员。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
1305切眼扩帮首先自上端头向下进行剥帮施工，由西向东往前掘进。预计1305皮顺与1305断层探巷在明年1月上旬贯通，在1305断层探巷与1305皮顺贯通之后，在距离上部扩帮迎头100处开始向下扩帮。1305切眼扩帮采用全断面一次成巷，钻爆法施工;巷道掘进采用全断面一次性爆破，且采用反向起爆;施工采用“三八制”作业，班班掘进支护；施工要求掘进班迎头掘进高度不小于2.8m，不留底，确保掘进循环进尺1.6m;同时严格按测量所给中腰线及测量所给实测图施工。
巷道施工中，参照本规程中锚梁网设计支护形式、炮眼布置、装药量（炮眼布置及装药量按f=1.0～2.0编制，当煤岩层发生较大变化时，可适当调节炮眼布置及装药量）一并掘出。
施工方法：
1305切眼上端头顶板完整，无构造，锚梁网支护，扩帮处为3岔口，跨度较大，为加强门口支护，扩帮10m范围内据现场情况须安设锚索梁不少于4组，并架抬棚加强支护。施工前，首先按由外向里的顺序，对3岔口处前后各10m范围内的支护进行检查，并掩护好风筒、风水管路等所有设备设施，防止放炮崩坏，确认安全后，方可开门掘进。
凿岩方法及组织：
(1)采用2部MZ-12型风煤钻配2.2m长麻花钎子、φ28mm钎花打眼。
(2)炸药采用φ25×150mm，重100g/卷的乳化炸药，前5段煤矿许用毫秒延期电雷管，MFC-100型发爆器起爆。
(3)施工采取“三八制”作业,循环进尺1.6m，三班掘进支护。
(4)施工工艺流程：
交接班→打眼、放炮→敲帮问顶→连、铺顶网→上钢带→安设前探梁→出煤矸→打注顶锚杆→铺帮网注帮锚杆→（安设单体梁→）出煤矸、清理。
第二节 爆破作业
1、爆破技术及要求
(1)严格按《炮眼布置图》布置炮眼，按《爆破说明书》要求装药。
(2)钻眼前，严格按中腰线画好掘进轮廓线，点好炮眼眼位，掌握好炮眼间距、角度、深度。
(3)周边眼眼口应点在轮廓线内200mm,眼底落在轮廓线上。
(4)采用反向装药大串联全断面一次性起爆。
(5)严格按要求的爆破顺序进行装药，炮眼装药后封堵严实（用水炮泥、炮泥），炮泥封泥长度不能小于500mm。
(6)不准欠挖，每帮超挖量小于200mm，
2、炮眼布置图
附：1305切眼扩帮炮眼布置图，见图4-2。
3、爆破说明书
附：1305切眼扩帮爆破说明书。见表4-1
第三节 装 、运岩（煤）方式
装岩方式
切眼扩帮上半部分使用操作简单、安全可靠、装岩效率高的简易P-60B型扒矸机(30kw)，以加速出矸速度，再使用SGB620/40T刮板输送机运输,再通过1305轨道顺槽中的皮带运至皮带下山溜煤眼；下半部分由于压力较大，采用人工出矸，运输方法和路线不变，仍然采用刮板输送机和皮带运输。
第四节 设备及工具配备
设备及工具配备情况表 表4-2
序
号 设备工具名称 型号规格 功率 单 位 数量 备 注
1 手持式煤钻机 ZQS-50/1.6 部 3 备用1部
2 刮板输送机 SGB620/40T 40 部 2
3 风钻 YT-27 部 2 备用
4 锚杆机 MQT-90 台 2 备用1部
5 锨、镐 把 各4
6 风 镐 部 2
7 除尘风机 台 1
8 皮带机 800mm 60KW 部 2
9 扒矸机 P-60B 30KW 台 2 备用1部
第五章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
巷道掘进采用“三八”制组织生产。锚梁网永久支护，架设单体梁加强支护，3个掘进班，每班一个循环，循尺进尺1.6m。
劳动组织图表 表4-3
工种 夜班 早班 中班 合计
打眼工 4 4 4 12
爆破工 1 1 1 3
刮板输送机
司机 2 2 2 6
扒装机司机 1 1 1 3
支护工 4（兼） 4（兼） 4（兼） 12
推车工 2 2 2 6
维修工 1 1 1 3
班长 1 1 1 3
绞车司机 2 2 2 6
合计 13 13 13 39
第二节 循环作业
为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
附：1305切眼扩帮循环作业图表，见表4-4。
第三节 主要技术经济指标
技 术 经 济 指 标 表 表4-5
序号 项目 单位 指标 备注
1 每循环在册人数 人 18
2 每循环出勤人数 人 13
3 出勤率 % 75
4 循环进尺 M 1.6
5 日进尺 M 4.8
6 效率 m/工 0.133
7 月循环次数 个 72 按30天/月计算
8 月进尺 m 115.2
9 循环率 % 80
10 炸药消耗 Kg/m 3.75
11 雷管消耗 个/m 20
12 坑木消耗 m3/m 0.03
13 锚杆消耗 套/m 10
14 菱形网消耗 m2/m 11.025
15 钢带消耗 m /m 4.5
第六章 生产系统
第一节 通风系统
一、掘进工作面通风方式选择
在贯通前，工作面仍然采用1305探巷的局部通风机通风，通风方式为压入式通风；贯通后，采用矿井全风压通风。
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。
(一) 按瓦斯涌出量计算
Q掘 = 100×q瓦掘×k掘通 （m3/min）
式中： Q掘 —掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；
q瓦掘 —掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）；
k掘通 —掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通 = 1.8。
首先根据公式：
计算该掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/mim）
q瓦相—该掘进工作面瓦斯相对涌出量（m3/t.d）
S荒—巷道正常掘进时最大荒断面面积，取10.80m2
L—日进尺，取4.8m
r—岩石容重，1.35t/m3
则 Q掘 = 100×0.072×1.8 =12.96（m3/min）
(二) 按人数计算
Q掘 = 4×n（m3/min）
式中：n — 掘进工作面同时工作的最多人数，取18人。
Q掘 = 4×18=72 (m3/min)
(三) 按局部通风机的实际吸风量计算
Q掘 = Q局机 ×I（m3/min）
式中：Q局机 —掘进工作面局部通风机的实际吸风量300 m3/min
I —掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。
Q掘 = 300×1 = 300（m3/min）
（四）按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量计算（Q掘）
Q掘=25×A（m3/min）
式中：A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，6.0Kg。
Q掘=25×6.0=150（m3/min）
通过以上计算，拟选用2×15KW对旋式DKJ63-NO5.6型局部通风机，吸风量300m3/min。
二、掘进工作面风速验算
（一）按最低风速验算
煤巷掘进工作面的最低风量
Q岩掘≥15×S岩掘 （m3/min）
式中：S岩掘 —煤巷掘进工作面的断面积，11.40m2 ；
Q岩掘 —局部通风机吸风量300m3/min
300m3/min ≥ 15×10.8= 162.0(m3/min)
（二）按最高风速验算
煤巷掘进工作面的最高风量
Q岩掘 ≤ 240×S掘 （m3/min）
式中：S岩掘 —掘进工作面的断面积，10.80m2
300 m3/min ＜ 240×10.80 = 2592（m3/min）
通过以上计算及验算，选择2×15KW对旋式DKJ63-NO5.6型局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。
三、局部通风机安装地点和通风系统
局部通风机安设在1305轨道顺槽绕道的新鲜风流中。
进风系统：副井→-312井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头。
回风系统：1305切眼扩帮迎头→1305轨道顺槽→-650回风石门→回风暗斜井→风井绕道→风井。
附：通风系统示意图6－1。
第二节 压风系统
风源来自地面压风机房,经副井中敷设的压风管路至井底车场绕道、-312轨道石门、轨道集中下山、-650车场、1305轨顺绕道、1305轨道顺槽、1305切眼扩帮风管和1寸胶管接至迎头。地面风压为0.6MPa，迎头风压最小为0.35MPa。
压风系统：地面压风机房→副井→-312井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
附：压风系统示意图6－2。
第三节 防尘系统
防尘水使用地面供水池，经副井中敷设的压风管路至井底车场绕道、轨道石门、轨道集中下山、-650车场、1305轨顺联络巷、1305轨道顺槽、1305切眼扩帮胶管和1寸胶管接至迎头，每50m设一个三通阀门，并配备长度不少于50米的洒水软管，每班派人对巷道的顶帮、风筒进行冲刷煤尘。分别距迎头50米范围内处设一道净化喷雾，要求喷雾效果能封闭全断面，第二道为回风喷雾，安装在回风流与全风压风流混合处20米范围内，为一常开水幕。无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机，另外还必须采用湿式打眼、水炮泥定炮、装岩（煤）洒水、冲刷岩帮、净化风流，各运输转载点必须安装喷雾设施，并确保正常使用，施工人员佩戴好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。掘进工作面要设隔爆水袋，隔爆水袋距迎头60～200米，长度不小于30米，水袋间距为1.2～3米， 总水量不低于2400kg。
防尘系统：地面水源→副井→井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
┌→侧式供水水管
1305切眼扩帮迎头→ ├→转载点喷雾
├→掘进作业时各种喷雾
├→隔爆水袋供水
└→冲刷岩帮水管
附：防尘系统示意图6－3。第四节 防灭火
工作面掘进防火的重点是设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾，为了防止火灾发生，必须采取以下措施：
1、加强机电设备管理，杜绝失爆现象,电缆悬挂整齐。
2、井下使用的汽油、煤油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运至使用地点，剩余的汽油、煤油应及时运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和线条等，必须存放在盖严的铁桶内，并有专人定期运送到地面，不得乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在井巷和硐室内。
3、运输机头及工作面配电点严禁使用可燃性材料支护。运输机道内所使用的胶带输送机必须选用阻燃胶带，并在胶带输送机上安设皮带灭火装置。
4、其它执行《煤矿安全规程》第五章防灭火部分。
防灭火系统：地面水源→副井→井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺联络巷→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
┌→侧式供水管
├→巷道内水幕
1305切眼扩帮迎头→ ├→扒装洒水管
├→装水炮泥水管
└→冲刷岩帮水管
第五节 安全监测系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：
1、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，其型号为G750POLYTECTORⅡ，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。
2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由放炮员填制“一炮三检”报表。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作，进行处理。
4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：
1、甲烷断电仪传感器型号为GJ16-0303, 甲烷断电仪传感器要垂直悬挂在距迎头小于5m的巷道的上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行车和行人。
2、每个掘进工作面都必须设置1台甲烷断电仪，其型号为EBJ-120TP,甲烷断电仪主机要置于巷道开门明眼处，断电仪报警浓度为1.0% CH4，断电浓度为1.5% CH4，复电浓度为1.0% CH4，断电范围为本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
三、一氧化碳传感器的配备和使用:
在掘进迎头应设置1台一氧化碳传感器，其型号为KGA5改进型，一氧化碳传感器主要用于环境监测（报警浓度为0.0024%）和自然发火预测。一氧化碳传感器要垂直悬挂在巷道上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。一氧化碳传感器要设在风流稳定、CO等有害气体与新鲜风流混合均匀的位置，一氧化碳传感器用于自然发火时，应以每天的CO浓度的增量变化为依据。
四、温度传感器的配备和使用
在掘进迎头应设置1台温度传感器，其型号为EGX-W1,温度传感器主要用于环境监测（报警温度为30℃）和自然发火预测。温度传感器要垂直悬挂在巷道上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。温度传感器要设在风流稳定的位置，一氧化碳传感器用于自然发火时，应以每天的CO浓度的增量变化为依据。
五、各种电缆及管路的敷设
甲烷断电仪传感器电缆及通信、信号电缆(型号为MHYBV1×4×1/1.0)与压风管、供水管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。在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆（包括通信、信号电缆）必须与瓦斯抽放管路分挂在巷道两侧。电缆（包括通信、信号电缆）应与电力电缆分挂在巷道的两侧，如果受条件所限在巷道同一侧敷设时，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。
附：安全监测仪器仪表示意图6-4。
第六节 供电系统
660V电源来自-650变电所至1305轨顺绕道1000移动变电站，经BKD1－400／660馈电开关馈出后，经BQD－80经风电闭锁用QBZ系统开关和照明综保开关等电气设备控制设备至迎头各机械设备。
供电系统：井底主变电所→轨道石门→轨道集中下山→-650变电所→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→迎头
附：供电系统示意图6-5。
第七节 排水系统
根据导硐施工揭露表明，主要以施工用水和顶板砂岩水为主，施工用水及少量淋水可随煤矸由皮带运走。所以在1305切眼扩帮最低点处施工一临时水仓，安设两台45kW电泵（其扬程为150m）一台使用，一台备用。
排水系统：迎头→1305轨道顺槽→1305轨顺绕道→-650轨道石门→-650水仓→-650中央泵房→回风暗斜井→风井→地面。
附：排水系统示意图6-6。
第八节 运输系统
1、主运输
掘进过程中，使用P-60B(30KW)型扒矸机耙取作业地点的煤（岩）再通过胶带输送机（刮板输送机）进行运输，运输路线为：
出煤矸经1305轨道顺槽→溜煤眼→皮带暗斜井→-312煤仓→主井→地面
2、辅助运输
施工中使用的材料、设备等用1.5吨标准矿车、花车进行运输，运输路线为：副井→井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
附：运输系统示意图6－7。
第九节 通讯系统
本工作面安设的电话，能够直接和-312井底中央变电所、-312中央泵房、-650井底中央变电所、-650中央泵房、副井上下井口、副井绞车房、矿井地面变电所和地面压风机房、矿调度室、区队等。第七章 灾害预防与避灾路线
一、灾害预防
（一）防治瓦斯的措施
1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度，掘进机司机利用便携式甲烷检测报警仪随时检测瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m范围内。
2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止使用掘进机，爆破地点附 近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁打眼装药爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％ 时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2％时，附近20m范围内，必须停止工作，撤 出人员，切断电源进行处理。
3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。
4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查，并将高冒地点具体位置及处理结果报通防科。
5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电闭锁和瓦斯电闭锁装置。
（二）防止火灾的措施
1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。
2、施工巷道必须每班至少冲刷一次，充分湿润暴露煤岩。
3、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。
4、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。
5、当施工地点发生火灾时，现场的区、队、班组长应立即组织人员采区一切可能的措施直接灭火，并汇报调度室；如果火势较大，无法直接灭火时，应依照《灾害预防和处理计划》中的有关规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员按避灾路线撤离。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
6、巷道内防尘管路兼作消防管路，每隔50m设一个三通阀门，水量、水压满足要求。
7、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。
（三）防止冒顶措施
1、爆破后，及时摘除围岩悬矸，立即进行临时支护，临时支护必须接实顶板，严禁空顶作业。
2、永久支护到迎头的距离不得超过0.8m，否则打眼爆破。
3、顶板破碎时必须及时打超前锚杆。
4、锚杆按规定打设，不合格的锚杆必须补打。
5、顶板破碎时，循环进度缩小为0.6m。锚索紧跟迎头，单体棚梁架到迎头，多打眼，少装药，放小炮。
（四）防治水措施
1、施工单位要设专人清理水沟，要保持工作面至水仓泄水路线畅通。
2、现场人员要熟悉避水路线，如发生突水现场人员要按避水路线撤离。
3、如若发生突水，现场人员必须立即汇报调度室，调度室及时向现场下达调度命令，现场人员接到电话后要立即组织人员实施。
4、坚持“有疑必探先探后掘”的探放水原则，若发现顶板有淋水、迎头渗水，必须停止掘进进行探水，确认安全方可掘进。
二、灾害处理程序及措施
（一）灾害处理程序
1、事故发生后，现场人员了解和判断灾害的性质、发生地点和发展程度，迅速报告矿调度室。
2、事故发生后，现场人员应尽量利用现场设备和工具进行处理，制止灾害进一步扩大。
3、制止灾害无效时，区、班、队、组长负责组织本区队、班组人员沿避灾路线安全撤离。
4、事故发生后，每一位施工人员应保持沉着冷静，处理事故和安全撤离。
（二）事故抢救措施
1、发生水害事故的抢救措施
（1）施工地点人员迅速向调度室汇报灾情，汇报内容包括水害地点、水量大小、发生时间。
（2）调度室接到水害汇报后，立即向值班领导、矿长、总工程师等有关领导汇报，成立救灾指挥部，组织抢险救灾，营救遇险人员。
（3）井下发生水害地点的现场跟班区队长、安监员是水情汇报的第一责任者，应迅速组织人力、物力进行救灾，救灾失败时，凡受到灾害威胁的所有地区的人员都必须在本班班长的带领下撤出危险区域。
2、发生火灾事故的抢救措施
（1）火灾初期，应积极组织人力、物力控制火势，直接灭火失效时，应采区隔离灭火法控制火区。
（2）将排放水管路、压风管路改为消防管路。
（3）迅速查明灾情并组织人员撤出灾区和受威胁区域，积极组织救护队抢救遇难人员。如果在撤退过程中遇到爆炸冲击波与火焰袭来时，应背向冲击波伏卧在底板或水沟内。
（4）查明火灾地点、范围和发火原因，并采取防止风流紊乱、火烟侵袭、蔓延等措施，防止火灾向有人员的巷道蔓延，同时切断火区电源。
3、发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的抢救措施
（1）迅速组织撤离灾区和受威胁区域的人员，抢救遇难人员。
（2）组织矿山救护队探明事故地点、范围和气体成分，发现火源立即扑灭，并切断电源。
（3）在证实无二次爆炸可能时，应迅速恢复被破坏的巷道和通防设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。
4、发生顶板冒落事故的抢救措施
（1）迅速查出冒顶区范围和被埋住、堵塞人数及位置，积极组织抢救。
（2）积极恢复冒顶区的正常通风，如短时间内不能恢复，可利用水管、压风管等设施对被埋压、堵塞人员输送新鲜空气。
（3）在处理事故时，必须始终坚持由外向里加强支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用巷道。
（4）遇有大块矸石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，但应尽量避免破坏冒落矸石的堆积状态。
（5）在处理事故过程中，要及时检查事故发生地点的有害气体浓度及风量，防止发生瓦斯爆炸。
三、避灾路线
若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：
（1）水灾避灾路线
1305切眼扩帮迎头→1305轨道顺槽→1305轨顺联络巷→-650车场→-650行人等候通道→回风暗斜井→-312行人等候通道→轨道石门→井底车场→副井→地面。
（2）火、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线
1305切眼扩帮迎头→1305轨道顺槽→1305轨顺联络巷→-650车场→轨道暗斜井→-312轨道石门→井底车场绕道→副井→地面
附：避灾路线示意图（7-1）
第八章 安全技术措施
第一节 技术措施
1、1305切眼扩帮采用“三八制”作业，三班掘进支护；同时严格沿3煤底板及测量所给偏中线施工。
2、施工前应在切眼与顺槽相贯处安设不少于4组锚索梁（根据揭示顶板情况增加锚索梁数量），以加强探巷两端头支护强度。
3、剥帮”施工时，须边剥帮支护边支设单体支柱安设钢梁，且钢梁滞后剥帮工作面不大于4.0m。导硐必须超前剥帮工作面20米支设单体支柱安设钢梁。
4、剥帮遇有地质条件变化(顶板松软破碎、有淋水或其它地质构造)时，单体及钢梁必须紧跟工作面，够一架支设一架。
5、切眼剥帮施工时应一并将煤机机窝掘出。
6、剥帮掘进时为加强顶部锚梁网支护强度，剥帮段钢带安设与导硐钢带相错开半排钢带间距（400mm）。如果探巷超高，必须采取在要扩帮部打超前锚杆，并使用钢带把顶包住，剥帮时必须短掘短支，严禁扩帮部分再超高。
7、单体钢梁支护沿切眼纵向布置2列，其间距2800mm。单体梁采取“一梁四柱”架设，柱间距1000mm，允许偏差±20mm且距梁中布置；单体支柱与梁端头相距400mm，允许偏差±100mm。
8、单体、钢梁安设顺序及要求：
（1）上工字钢梁并用双股8#铁丝或粗麻绳将钢梁与顶板菱形网牢固地拴在一起（连接不少于2处且处于钢梁两端），以防钢梁滑落。
（2）挖柱坑至实底，将单体置于柱坑内并用双股8#铁丝或粗麻绳固定连接于顶板网子上，然后2人扶柱1人注液升柱至设计初撑力。
（3）单体初撑力为90KN（即压力至15MPa）。
（4）单体梁安设完毕后，再次检查梁、柱与顶板网子连接是否牢固，否则进行加固。
（5）安设单体梁时，安设工作不少于5人，且由1名班长现场指挥。且安设地点与液压泵站须有灵敏可靠的信号联系。
（6）严禁在浮煤、浮矸上架设单体支柱，否则，柱下必须穿鞋至实底，每块柱鞋规格不小于长×宽×厚=350×350×150mm。
（7）斜巷支设单体支柱须具有适当迎山角（3度—5度）。
（8）单体支柱入井前必须逐根进行压力试验；碰倒、损坏或失效的支柱必须立即恢复或更换。
（9）单体支柱必须每原班进行1次二次注液，并有专人管理。
（10）每次（或每班）升柱前必须对注液泵、注液管路、注液枪、柱芯等进行认真检查，确保完好方可进行注液升柱；单体支柱须纵成行，横向成排。
（12）安设单体梁时必须使用50mm的三角铁加工的凳子，同时确保放置稳固、可靠且距巷道顶板小于2.0m，以保证安设单体梁的安全。
（13）脚手架上平面不小于0.2m2。
（14）对梁下单体注液时，应对两柱循环均匀注液，严格执行远距离供液。
（15）钢梁的每棵单体液压支柱顶部必须（每处长度不小于300mm）接顶密实，否则须加设背板。
（16）为增加单体与钢梁间摩擦力（防滑动），其间必须加垫长×宽×厚=150×60×10mm薄木板。
9、放炮前、后必须对放炮地点20m范围内的支柱进行认真检查，对崩倒、崩坏的支柱须先进行修复；修复时须先检查顶、帮安全情况且由外向里逐架进行。
10、放炮前必须对放炮地点20米范围内的风水管路、电缆、设备设施等进行可靠的保护，确保万无一失方可起爆。
11、放炮母线须随用随挂。
12、漏煤眼必须留有一定存煤，不得放空。
13、当顶板松软破碎或通过地质构造带及煤岩交接处时，必须采取短掘短支作业，循环进尺0.8--1.0m。根据现场所揭露的具体地质情况及时增加钢筋梯、锚杆间排距减至600×800mm，同时可根据现场实际及时采取打注锚索、补打点柱、架棚等措施加强支护
14、使用锚索加强支护时，锚索必须锚入稳定岩层1.0m以上，且每棵锚索必须采用3块树脂锚固剂锚固,预紧力大于7t。
15、打注顶锚杆严格按照“先中间后两边，由后往前，打一棵注一棵”的原则。打注锚杆前，必须确保顶板在前探梁的可靠支护下，并且执行好敲帮问顶制度。钻孔后必须冲孔干净，方准放锚固剂，先放快速后放慢速,用锚杆送入孔底后方准匀速旋转锚杆机(或煤电钻）将锚杆注入，注入后须停20S左右，以确保锚固剂初凝，10分钟后用扳手将锚杆预紧牢固。
16、巷道顶部锚杆设计抗拉拔力为7t，帮部为5t，锚索抗拉拔力为10t。
17、巷道掘进遇有涌水时，当涌水压力小且水量小于5m3/h，可设置φ25-φ50mm的导水管将水导出，当涌水压力大且水量大于5m3/h时，必须停止掘进安设钻机打放水孔，并安设φ50--φ89mm的钢管减压放水。
18、风水管路、电缆严格按巷道断面图布置，吊挂成一线。
19、巷道内物料摆放整齐，巷道卫生无积水、淤泥、杂物。
20、临时铺轨轨枕间距1.0m，轨缝小于5mm，高低、内错小于2mm，道夹板、螺栓齐全可靠，轨道畅通平稳。
21、斜巷掘进每40m须设一个安全硐，安全硐规格不小于：宽×高×深＝1.5×2.0×1.0m,安全硐口须设红灯。
22、在巷道一侧设置绞车（或稳车）提升运输时，绞车（或稳车）外边缘距轨道大于0.5m。
23、据迎头100米范围内备用9.5米、10米、8.0米的锚索各30棵，以备急用。
24、输送机安装、操作、运输与维护，严格按《输送机司机》——煤矿安全统编教材（22）规定执行。同时机电设备、设施确保完好，杜绝失爆。
25、巷道施工质量标准严格执行《煤矿安全质量标准化标准》。
第二节 施工准备
1、施工前，由区长负责组织，由技术人员负责传达批准的《掘进作业规程》。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。学习、考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试记录表上。
2、施工前，生产科测量人员必须提前给出开门位置，标定好腰线，施工单位严格按线施工。
3、扩帮前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地用旧皮带、板梁掩护好。
4、施工前，应提前按设计要求，准备各种支护材料。
第三节 “一通三防”管理
一、通风管理
（一）贯通前
1、在探巷与1305皮顺贯通前剥帮，必须把1305探巷的风筒改到巷道北帮。
2、加强通风管理，局部通风机必须有专职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。
3、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3％。
4、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。
5、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转，局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。
6、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出探巷迎头人员和扩帮施工人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
7、局部通风机必须使用风电闭锁、使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。风机开关与掘进巷道内的供电源都必须闭锁，同时迎头停风１０分钟作业人员必须向新鲜风流中回撤。
8、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1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合《煤矿安全规程》第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
二、防尘管理
1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。
2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。
3、装煤岩前对煤岩堆洒水。
4、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。
5、掘进迎头的回风口混合风流处20m 内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。
6、迎头安装风动爆破喷雾，爆破时降尘。
7、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。
8、防尘管路必须接至迎头，巷道内每50m必须安装一个防尘用三通阀门和防尘设施,同时每7天须对所掘巷道全面冲刷一遍用以除尘。以便及时降尘。
9、距迎头保持60－200m设置隔爆水槽，同时巷道每掘进300-500m应设置1道隔爆水槽，水槽总储水量不少于2600升，水槽距轨面２m。
三、防火管理
巷道打眼掘进，锚网喷及锚梁网支护，爆破喷雾尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。
1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉、灭火器灭火。
2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。
3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。
4、保证迎头供风良好风量充足
5、加强顶板及巷帮的管理，防止顶板冒落和片帮空肩现象的发生，消除发火隐患。
6、严格执行规程中综合防尘措施的要求。
7、加强机电设备管理杜绝失爆。
第四节 顶板管理
1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。
2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、装药、安注锚杆过程前及放炮后必须清除危岩、排除隐患。
3、找顶工作必须遵守下列规定：
①找顶工作必须有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。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。
③找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。
④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，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。
4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、支架、锚杆等情况，经紧好锚杆后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。
5、严禁空顶作业，爆破后及时使上前探支架，并用木楔加紧；前探最大控顶距1.8m，在移动前探梁时，要从外向里在支护好的锚杆下进行。
6、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小锚杆排距为0.6m，打眼深度为0.8m。
7、在锚网喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩不稳定，顶板破碎、易风化、易冒落时，首先及时喷射不少于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接着打锚杆挂网复喷到设计厚度。在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小锚杆间排距为0.6m，打眼深度不超过0.8m。
8、每班接班时必须有班长对掘进工作面后方的所有巷道检查一遍，保证支护完好，巷道畅通无阻。对支护变形、顶帮压力显现严重、喷体剥落等不安全地点，都必须及时修复合格后，方可进入迎头作业。每班必须设专人经常性的对迎头向后50m范围内的支护情况（特别是顶板）进行认真检查，发现异常必须停止作业采取措施。
9、当开门无法正常使用前探梁时，要采用3～4棵φ≥200mm优质圆木为点柱作为临时支护，点柱均匀布置在空顶区，柱子上端支在顶板上并用木楔加紧，下端支在实底上并有不少于200mm深的柱窝，每次打眼深度不大于0.8m，锚杆的间排距缩小为0.6m，锚网喷支护时采用“一掘一喷”的作业方式，锚梁网支护采用“短掘短支，掘1排支1排”的作业方式，掘进长度达到4.0m时，及时采用前探梁临时支护。
10、锚杆支护巷道迎头必须使用前探梁维护顶板，前探梁要求必须齐全、紧固有效，打锚杆眼应全面检查顶板，确认安全后方可工作，并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。
11、前探吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。
12、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。
13、交接班时，由验收员对当班安装的所有锚杆用力矩扳手进行测力验收，凡是预紧力达不到100N.M的锚杆应首先立即重新整改、安装。
14、巷道掘进每30m做1次锚杆拉力试验，每组不少于6棵，其中顶部3棵，帮部3棵，并认真填写好试验记录；顶板锚杆在做拉力试验时，必须由工区或生产科技术员现场指挥，操作人员距试验锚杆不小于3m，当拉拔力达到30KN后应缓慢升压达到70KN（50KN），然后停止操作，并将油泵卸压。如遇锚杆拉断或锚固力达不到设计要求必须及时补打。巷道锚喷段掘进每30m-50m做1组砼试块，每组不少于3块，并保留好试验记录。锚喷支护段30m做1 次喷厚检查，每次检查检查孔数量不少于6个。
15、煤巷两帮打锚杆前用手稿刷至硬煤以保持煤帮平整，安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆丝扣外露长度30～50mm。
16、安装锚杆只能使用锚杆机或电煤钻进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。
17、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注10分钟方可给锚杆施加预紧力，将锚杆紧固。
18、巷道当过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要首先在迎头外顶板完整处支设3架棚，上前探支架和防倒镢子后，方可采用架棚支护向前掘进，同时工作面100m内必须备足不少于3架棚的物料。
19、采用架棚支护后，顶板部分锚杆预紧力，必须加垫木板重新拧紧，达到预紧力。由于巷道顶板压力大，锚杆被拉断，必须补打锚索加强支护，
20、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。
21、煤巷锚网支护掘进据现场情况每50m安设1个顶板离层仪，并认真做好记录并用牌板显示。
第五节 爆破管理
1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）。
3、爆破作业必须严格执行“一炮三检”、 “三人连锁”和“三保险”（站岗、设置警标、吹哨）放炮制度。
4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，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。
6、必须采用毫秒爆破，且上下分层均须全断面一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。
7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，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。
9、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:
①必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。
②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。
③电雷管必须由药卷的顶部装入，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。
④电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
10、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。
11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮非发爆器起爆。
12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：①炮眼深度小于 0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须站好岗并有班组长在现场指挥；②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
①掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。
②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％。
③在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
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。
⑤掘进工作面风量不足。
14、爆破前，必须加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。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路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。
15、爆破母线和连接线应符合下列要求：
①爆破母线必须符合标准。
②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。
③巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。
④爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。
⑤只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。
⑥爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
⑦爆破工使用的爆破母线要符合标准要求，不得有接头，严禁采用固定母线爆破。
16、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。
17、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管线联结良好，否则会出现哑炮，应检查线路排除故障，测量合格后再起爆）。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。
18、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线不少于100m，并有掩体，曲线不少于75m。
19、发爆器的把手、钥匙、必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。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，摘掉母线并扭结成短路。
20、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、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，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。
21、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。
22、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15分钟，才可沿线路检查，找出拒爆原因。
23、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，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：
①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
②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。
③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。
④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。
⑤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。
24、爆破后，担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号，不准私自撤岗。
25、严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定:①电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。②爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。
26、在1305探巷与1305皮顺贯通前扩帮，每次装药爆破前班组长应指定专人到1305探巷迎头把所有的施工人员撤到所有警戒线外，安全距离不小于100米，并拉线挂牌清点人数。
27、贯通后，每次装药爆破前班组长应指定专人到所有通往爆破地点的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m并有掩体。爆破结束吹解放哨后方可撤岗。
28、巷道预透前20m，每次定药爆破前班组长应指定专人到所有通往预透处的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m。并有专人负责联络，爆破工在接到站岗人员到位的通知后方可爆破，爆破结束站岗人员接到联络人员允许撤岗的通知后方可撤岗。
29、装药前，必须刮板输送机、稳车、耙装机等机电设备停电，
第六节 防治水管理
1、巷道备用排水泵、管路齐全完好格。
2、迎头出现挂红、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，采取措施，立即报告调度室，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员。迎头遇有上述情况之一者都必须停止作业，撤出人员及时汇报调度室。
3、坚持“有疑必探，先探后掘”原则。
第七节 机电管理 1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部按有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
2、操作井下电气设备应遵守下列规定：
①非专职人员不得擅自操作电气设备。
②手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。
3、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栏等防护设施。
4、电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，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。
5、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行一次跳闸试验。
6、掘进工作面配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。
7、井下电缆的选用应遵守下列规定：
①电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应。
②电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。
③电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。
8、敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）应遵守下列规定：
①电缆吊挂必须用电缆钩。
②巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。
③电缆钩的悬挂间距不得超过3m。
9、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管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。
10、电缆的连接应符合下列要求：
①电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接。
②不同形电缆之间严禁直接连接必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。
③同形橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套以损坏的橡套电缆的修补）必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面修补的橡套电缆必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。
④三台以上的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放与水沟深处。设置在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根钢管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于0.75m。
11、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。
12、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各类过流保护要按规定进行电气试验，下井前必须进行通流试验。
13、严禁甩掉停用井下各种电气保护。非专业人员严禁操作检漏继电器，各硐室内的检漏继电器必须加锁，使用中的检漏继电器要按规定进行电容电流的补偿调整，严格执行日检和远方试验制度。
14、严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。
15、使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。经过维修的电缆必须进行浸水试验，耐压合格后方可下井。
16、存在下列问题的电气设备及小电不得下井使用：
①防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。
②绝缘坐破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。
③导电螺栓、螺母锈蚀超规定。
④喇叭嘴不配套或断裂、缺损。
⑤开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。
⑥开关的机械闭锁失效。
⑦开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。
⑧开关底托架断裂或固定不牢。
⑨没有经过指定的电气设备防爆检查员检查出具的防爆合格证；随有合格证但检验期超过6个月或没盖检查员编号章。
⑩电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。
17、电气设备金属外壳和铠装电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完整合格，不得锈蚀。
18、机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置，弹簧垫圈应紧靠螺母安设。
19、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。
20、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1～3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。
21、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：
①外壳有裂纹、开焊、变形长度超过 50 mm，同时凹凸深度超过5mm。
②使用未经部指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）。
③防爆壳内外有锈皮脱落。
④闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。
⑤隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂或使用普通玻璃。
⑥防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。
⑦改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。
22、电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。
23、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，电煤钻用完后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。
24、电气设备必须使用综合保护开关，风电闭锁等安全保护装置，自动停电时，待查明原因，确认无误后，再人工送电。
25、各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。
26、各机械设备必须定期按时进行注油检查维修，以保证设备良好运行。
27、电气设备与铁路之间的安全间隙不得小于0.7m。
28、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配电。不得使用明火明电照明。
29、在有淋水的条件下工作时，必须有可靠的防水措施。
30、井下所有机电设备必须标有“MA”标志。
第八节 运输管理
1、各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职或兼职人员担任，耙装机司机及小绞车司机必须严格正规操作，要在无曲绳的情况下，启动耙装机及小绞车。
2、施工中，采用人力推车运输时，1次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车，两车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不小于10m，坡度大于5‰时，不小于30m；坡度大于7‰时，禁止人力推车，并在遇行人或拐弯时应提前发出呼号，不得出现放飞车现象。
3、小绞车运输时，司机要精力集中，在听清信号且无曲绳情况下，方可开车，倒拉牛运输时在小绞车前方5m -10m范围内支上两棵直径不小于250mm的圆木或矿11号工字钢作护身点柱，柱子要支设牢固可靠，下端要打入实体煤岩不小于100mm，上端与顶板垂直打牢，与最近轨道内缘间距为0.5m；倒拉牛运输时，严禁有余绳松车。
4、小绞车联系信号必须灵敏可靠、音响清晰，开车前，司机精力要集中，接信号无误后方可开车。每台小绞车必须由司机、上、下把钩工三人操作，下放车辆时，底部车场不打回铃司机不得开车。小绞车处必须有足够的操作空间，操作按钮要上架，司机站在护身板后侧进行操作，严禁站在绞车滚筒前侧（出绳侧）或绞车侧面进行操作，严禁在小绞车滚筒护身板侧出绳拉车；小绞车盘绳时，严禁用手拨或脚蹬进行盘绳。
5、小绞车一次只准挂一个车，严禁小绞车司机兼做摘挂钩工作。固定小绞车的锚杆要齐全牢固可靠，并且小绞车的最突出部位距铁路外沿不小于0.5m。
6、所有车场“一坡三挡”及阻车装置齐全有效且必须符合《煤矿安全规程》第370条的规定。所有车场要有足够的摘挂钩平坡段，绞车距矿车摘挂地点的距离最小≮5m，摘挂钩侧距矿车最突出部分到巷帮的安全间隙≮0.8m。把钩工工挂车前，要先检查滑头连接装置，防脱装置是否可靠，无问题后方可进入信号室打点行车。
7、小绞车司机应随时检查:闸把、闸皮、钢丝绳、保安绳、回头轮是否齐全，合格有效，发现问题后，应认真检查处理，吊梁由挂车工负责检查处理。
8、小绞车操作侧必须设有合格的护身板，护身板的规格不小于宽340mm，垂高668mm（展开长度822mm），厚3mm的钢板，并沿长度方向压制成两条加强沟槽。护身板与绞车底座固定的3条螺栓必须上齐上紧、牢固可靠。所使用的钢丝绳及保安绳绳径不得小于15.5mm，保安绳要插有不小于2.5个捻距的绳套，与主绳连接端的绳套分别用一副绳卡固定在主绳上或保安绳编套在主绳滑头环上用一副绳卡固定，再用2副绳卡固定在主绳滑头上方。
9、两部绞车对拉运输时，必须遵守以下规定：
①对拉段的巷道不得有拐弯；②对拉的两台小绞车型号应相同；③保安绳要与两方钢丝绳滑头连接；④两方端头车场必须有把钩工；⑤两个绞车司机要精力集中，按信号并带电开车，互相配合，做到同步运行；⑥两端车场信号要齐全完好，一方发出拉车信号后，另一方不打回铃，绞车司机不准开车；⑦其他方面的有关要求，仍按小绞车运输的有关规定执行。
10、上山掘进时，长度超过50m，必须安设吊梁。第一组吊梁应设在底车场起坡点以上10～15m处，以上每组吊梁间隔不得超过100m。
下山掘进时，工作面后10～15m处须安设可靠的阻车设施或防跑车装置。巷道施工中部车场变坡点向上3-5m处须设置灵敏可靠阻车设施。
11、绞车路要严格执行行车不行人制度，严禁蹬坐滑头，若有人上、下时，应提前与把钩工联系，并打停车信号。
12、斜巷施工期间兼作人行道时必须每隔40m设置躲避硐，并设红灯，设有躲避硐的一侧要有畅通的人行道，行车时红灯亮，行人立即进入躲避硐，红灯熄灭后方可行走。
13、上山掘进时，必须在底弯路处，施工一个躲避硐，其规格为:宽×深×高=3100×3000×2600mm。设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道。
14、平斜巷车辆发生掉道时，严禁用机车或小绞车硬拉复位，必须采取复轨设施和其它复轨措施就地复轨。复轨时，人员不得少于两人，人工拿道复轨时，矿车两侧不准有人，并互相叫应好，确保人身安全。
15、上山吊钩装卸车时，必须遵守下列规定：
①绞车司机必须精力集中，按信号开车，听不清信号不准开车，停车时闭锁闸把，必须置于闭锁位置，防止矿车下滑。
②清理浮煤浮矸等杂物或起底落路时，矿车下方（下山方向）严禁有人，并在矿车下（下山方向）方支设两棵趄柱顶牢矿车。
③上提或下松车辆时，必须有可靠的信号联系，不得用口令传递信号，待人员全部躲到附近安全地点后，方可发出开车信号。
16、耙装机的使用
（1）耙装机司机必须是经过专门培训、取得合格证的专职（或兼职）人员担任，并持证上岗。
（2）耙装机的使用与管理，严格执行《煤矿安全规程》第73、74、75、76条的规定。
（3）固定扒装机回头轮楔子眼深度，在岩层内≮400mm，煤层内≮700mm，并用大锤将软、硬楔砸紧，煤岩松软时可使用锚杆（专设且锚杆须用"二长一短"三块锚固剂锚固）固定回头轮，确保回头轮牢固可靠。
（4）耙装机出矸时，工作面前方必须有足够的照明，出矸时,司机应站在安全的一侧，其它人员应站在耙装机后面的安全地带。
（5）耙装机须用4个卡轨器牢固地卡在轨道上，此外斜巷掘进应在巷道两帮及上方分别安设φ20mm以上的锚杆或φ32的U型楔子，并用φ15ｍｍ以上的钢丝绳将楔子（或锚杆）与扒矸机拴紧，以加强稳固。
（6）移挪耙装机时，轨道铺设要符合设计要求，耙装机前后各30m范围内无障碍物。
（7）移挪耙装机时，必须有工区管理人员现场指挥。
（8）平巷内移扒装机可用人力推移或小绞车牵引的方法，机械牵引时，迎头滑轮固定牢固，牵引要均匀，慢速，且必须有灵敏、可靠的信号，发现问题及时停止。
（９）上山移机，扒装机机尾斜撑不准去掉或抬起，移机时扒装机前、后不得有人；移机前必须对牵引绞车、回头轮、钢丝绳等作认真检查，确保完好。移机到位后，卡轨器上牢，两帮及巷道上方用钢丝绳将扒装机牵牢，经检查确保可靠后，方可松开绞车，解除牵引绳。
（1０）下山移机，应先清理好矸石、杂物，将扒装机簸箕抬起，离开轨面，将挡板向内关闭，检查钢丝绳、连接装置、信号、轨道等是否合格，经检查无误后，松开卡轨器，去掉地锚(绞车绳不要太紧),扒装机下放速度均匀，慢速，以防掉道伤人。扒装机前方不得有人，等扒装机下放到位并固定牢固后，方可解除钢丝绳。
（1１）挪移扒装机，严禁自行牵引。
（1２）扒装机作业时,扒子头运行范围内严禁站人;平行作业时，回头轮滑子距迎头≮7.0m。
（1３）扒装机距离迎头：最大30m，最小5m。
17、使用刮板运输机安全措施
（1）、刮把运输及司机必须培训合格，并持证上岗。
（2）、严禁用刮板运输机运送物料或乘坐人员。
（3）、刮板运输机机头上沿距顶板垂直高度不小于0.5m。
（4）、不得超负荷强行启动刮板运输机，因负荷过大出现闷车，要启动两次（每次不超过15秒）仍不能正常运转时，必须清出溜槽内的煤炭，正常启动后再装入刮板运输机运走。
（5）、刮板运输机运转中出现以下情况（超负荷运转，发生闷车、飘链、出槽、掉链、跳齿、连接环缺螺丝或损坏，电机升温超限，运转中声音异常、物料进入溜槽，出现停车或危及人员安全）时应立即停车，处理完毕后方可继续开车。 （6）、处理刮板运输机飘链时，严禁运载，调整好溜槽的平直度，严禁用脚蹬，手搬运转中的刮板和链条。刮板运输机运行中，司机及其他人员严禁在正冲机头处停留，司机要集中精力，严禁干其他工作，刮板运输机的操作盘应设在司机便于操作且不冲机头的安全地点。
（7）、刮板运输机运转过程中，严禁清理转动部位的煤粉，在检修、处理故障或其它工作时，要闭锁开关，挂好停电牌。
（8）、点动刮板运输机进行掐接链工作时，施工人员必须躲离链条受力方向，正常运转时刮板运输机司机不得面向机头进行操作，以防煤矸和断链伤人。
（9）、刮板运输机联系信号规定：一响停车、二响正转开车、三响倒转开车、四响为点动开车；司机接信号确定无误后方可启动。刮板运输机信号必须紧跟迎头。
（10）、延缩刮板运输机，现场必须由班组长进行操作，并由工长、安监员现场监护，按章指挥，在观察好周围顶板，确保安全的情况下，方可进行操作。
（11）、刮板运输机机头、机尾必须分别打设两棵直径不小于200mm的圆木作压柱（或分别用2根地锚锚杆进行固定，每根锚杆锚固力不小于5T），并经常检查其牢固性，发现问题及时整改。
（12）、放炮前必须带空刮板输送机，防止压死刮板输送机。同时1305切眼每50米安装一个电铃信号，并灵敏可靠。
（13）、刮板输送机每50米安装一个过桥，供人员通过刮板输送机。
18、胶带输送机
（1）采用滚筒驱动的输送机必须满足《煤矿安全规程》第373条规定，即：①必须使用阻燃胶带；②巷道内具有充分照明；③必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置；④上运皮带机须同时装设防逆止装置和制动装置，下运皮带机须装设制动装置；⑤应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水保护；⑥液力偶合器严禁使用可燃性传动介质（调速型不受此限）；⑦皮带机应加设软启动装置，下运皮带应加设软制动装置。
（2）装设皮带机的巷道内每隔50m须安设消防支管和阀门，机头部须备有不少于0.2m3的砂和2个以上合格的灭火器，同时机头部须备有25m消防软管。
（3）皮带输送机完好标准：
①滚筒无破裂，键不松动；托辊齐全，转动灵活，无卡阻现象，润滑良好。
②机头架、机尾架及拉紧装置无开焊和变形。
③输送机无破裂，接头卡子牢固平整，皮带不打滑、不跑偏，牵引绞车完好运行正常。
④制动装置灵活可靠，液油系统不漏油。
⑤声光信号灵敏、清晰、可靠。
⑥皮带架平、直、稳、牢。
（4）皮带司机须专门培训且持证上岗。
（5）皮带司机须做到“三知”、“四会”，即：知设备结构、知设备性能、知安全设施作用原理；会操作、会维修、会保养、会排除一般故障。
（6）皮带机起动、运行、停止操作：
①起动前机头、机尾及各转载点必须取 得可靠的信号联系，警告所有人员离开转动部位，并收到信号后方可开机。皮带机起动须按逆煤流方向逐台启动。
②起动时先点动2次，听声音、看状态，确认无异常后方可连续运行。
③运转中严格做到三注意：注意皮带张紧情况；注意跑偏情况；注意停机信号，严禁出现误操作。
④停机须将隔离开关置于零位，切断电源。
（7）皮带运行中，禁止用铁锹和其它工具刮输送带上的煤泥或用工具拨正跑偏的皮带。
（8）在更换输送机和做皮带接头时，确需点动开车并用人力拉动输送带时，严禁直接用手拉或用脚蹬踩输送带。
（9）做皮带接头时，必须远离机头转动装置5m以外，并由专人停机、停电。挂停电牌后方可作业。
（10）需在机头、机尾或其它转动部位上方工作时，须由专人停机、停电并挂停电牌。
（11）短时间内应尽量少启动皮带且正常情况下应空载启动（即停机前应将皮带煤矸卸净）。
（12）皮带机每天须有2小时以上的集中检修时间并认真填写好记录。
（13）机尾须用地锚或专用锚杆（上运皮带不少于4棵（直径不小于20mm，长不小于2400mm, 锚固长度不小于1000mm），下运不少于6棵）牢固固定于巷道底板。
（14）挪移机尾延伸皮带（与挪移耙装机顺次进行）时，必须有工区管理人员现场指挥；挪移机尾采用绞车（或稳车）牵引，回头轮采用2棵锚杆（直径不小于20mm，长不小于2400mm, 锚固长度不小于1000mm）牢固固定，回头滑左右中心位置与皮带一致；机头、机尾必须有可靠的信号联系。挪移到位后，用上述方法固定好机尾、拉紧皮带、安装延伸皮带架子。
（15）利用下运皮带辅助运料时，装、卸料台应完好、可靠，装、卸料人员应精力集中、协调一致。
（16）禁止用皮带运输超长、超重设备、物料，只能运送锚梁网支护材料。
（17）巷道内行走时禁止用手触摸皮带。
（18）禁止任何人在任何情况下乘皮带。
（19）其它未尽事宜，严格执行《输送机司机》——煤矿安全技术（培训）统编教材的有关规定执行。
19、巷道的安全间隙必须符合《煤矿安全规程》的要求，设备安置及物料堆放要留有不小于0.7m的安全间隙。
第九节 其它
1、巷道内无杂物，无淤泥、无积水（淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过0.1m）。浮矸（煤）不超过轨枕上平面。材料工具码放要整齐。
2、作业场所悬挂施工断面图（并标明风筒、管线吊挂位置），炮眼布置图及爆破说明表和避灾路线图。
3、使用风动锚杆钻机时必须遵守以下规定：
（1）钻孔前，必须确保顶板与两帮围岩稳定，进行安全作业。
（2）禁止机子平置于地面。
（3）钻孔时，不准用带手套的手去试握钻杆。
（4）开眼位时，应扶稳钻机，进行开眼作业。
（5）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。
（6）机子回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。
（7）机子加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把摇臂，取得平衡。特别是突然加载和卸载时，操作者更应注意站位，合理把持摇臂手把。
4、其它安全未尽事宜，严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》的有关规定执行。
工作面名称： 1305工作面切眼扩帮
施工单位： 开 拓 工 区
编 制 人：
区 队 长：
批 准 人：
编制日期: 2007年12月12日
执行日期: 年 月 日
目 录
矿审批意见 3
作业规程学习和考试记录 5
作业规程学习和考试记录 6
作业规程复查记录 7
第一章 概 况 8
第一节 概 述 8
第二节 编写依据 8
第二章 地面相对位置及地质水文情况 9
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 9
第二节 煤(岩)层赋存情况 9
第三节 地质构造 11
第四节 水文情况 11
第三章 巷道布置及支护说明 11
第一节 巷道布置 11
第二节 支护设计 12
第三节 支护工艺 15
第四章 施工工艺 19
第一节 施工方法 19
第二节 爆破作业 20
第三节 装 、运岩（煤）方式 21
第四节 设备及工具配备 21
第五章 劳动组织及主要技术经济指标 22
第一节 劳动组织 22
第二节 循环作业 23
第三节 主要技术经济指标 23
第六章 生产系统 24
第一节 通风系统 24
第二节 压风系统 26
第三节 防尘系统 26
第四节 防灭火 27
第五节 安全监测系统 28
第六节 供电系统 29
第七节 排水系统 29
第八节 运输系统 30
第九节 通讯系统 30
第七章 灾害预防与避灾路线 31
第八章 安全技术措施 36
第一节 技术措施 36
第二节 施工准备 38
第三节 “一通三防”管理 39
第四节 顶板管理 41
第五节 爆破管理 43
第六节 防治水管理 47
第七节 机电管理 47
第八节 运输管理 51
第九节 其它 57 矿审批意见
严格按作业规程施工，认真传达至每位施工人员，考试合格后方可上岗。
严格按该规程加强顶板支护，使用好前探梁，严禁空顶作业，锚索要紧跟迎头。
遇断层或顶板破碎时，必须及时编写补充措施加强支护。
加强一通三防管理，防止煤尘积聚；加强瓦斯检查监测，使用好便携仪及瓦斯断电仪。使用风电闭锁和瓦斯电闭锁。
加强机电设备管理，杜绝失爆。
严格执行斜巷运输管理的有关规定，组织好掘进过程中物料的运送。
加强工程质量管理，强化班班验收制度。
强化火工品管理，严格遵守“一炮三检”“三人连锁”爆破制度。
单位 会审意见 签字 时间
工程科
通 防
机电科
调度室
安全科
总工程师 作业规程学习和考试记录
负责人: 传达人: 班次:
贯彻时间 听传达人 贯彻时间 听传达人
年 月 日 姓 名 成绩 签 字 年 月 日 姓 名 成绩 签 字
王吉恩 孙照利
徐述君 孙玉富
周庆明 孔祥春
程玉凯 孔庆文
王 玉 王 建
齐从省 刘金星
马艳斌 孙勇勇
马小东 李 磊
李召水 展 翔
顾士磊 李建立
白林夫 董海斌
邢秀苓 刘 庆
刘 青 孙传布
孔祥强 王如明
王洪岩 王振兴
刘 锁 张思凯
赵 峰 宋锋斌
王朝海 马 乾
徐庆银 刘 震
步长洪 王 振
丁永成 陆开军
王晓辉 于和银
马高代 顾敦东
牛广丰 刘 峰
郑爱文 王民芝
王 磊 马成国
郭贯军 孙广成
作业规程学习和考试记录
负责人: 传达人: 班次:
贯彻时间 听传达人 贯彻时间 听传达人
年 月 日 姓 名 成绩 签 字 年 月 日 姓 名 成绩 签 字
王为建 赵兴华
韩树猛 高庆矿
贾明建 张召坡
韦 涛 赵小光
马振美 郭新贵
张中奎
白 波
赵永强
张晋波
李朋B
张西杰
陈启富
何建新
赵洪亮
韩小刚
张 新
王 帆
王为秋
宋西帅
刘贵富
吕 峰
李计平
邢 建
康 超
孔爱国
郑成振
王远军
贾义军
作业规程复查记录
作业规程名称 1305切眼扩帮作业规程
施工单位 开拓工区
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题：
二、处理意见： 第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进巷道名称为1305切眼扩帮。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是：由于1305面三F119断层探巷已接近竣工，可作为1305工作面切眼导硐，剥帮后形成1305工作面切眼，满足1305采煤工作面安装、回采煤炭、行人、通风、管线敷设等的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度：210.386m(平距)。
服务年限：预计2～3个月。
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2007年12月下旬开工，预计2008年1月份竣工。
第二节 编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
《阳城煤矿一采区巷道布置图》及《1305切眼扩帮施工通知单》,批准时间为2007年12月12日。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称是《济宁矿业集团阳城煤矿1305工作面掘进地质说明书》，批准时间为2007年2月15日。
三、矿压观测资料
由于距离三DF119断层较近，围岩应力集中，压力显现明显。
第二章 地面相对位置及地质水文情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
该面位于工业广场以东阳城坝范围之内。地面标高+39.4m～+41m，本工作面巷道掘进对地面无影响。
该工作面井下位于1305工作面北端，三DF119断层以南，1305上下顺槽之间;四邻采掘情况：西侧为1305轨道顺槽，东侧为1305皮带顺槽，南侧为1305工作面，北侧为三DF119断层。
地面相对位置 表2-1
水平名称 -650水平 采区名称 首采区
地面标高
（ｍ） +39.4～+41 井下标高（ｍ） -604～-670.0
地面相对位置及建筑物 该面位于工业广场以东地面的阳城坝范围之内。本工作面巷道掘进对地面无影响。
井下位置及四邻
采掘情况 四邻采掘情况：西侧为1305轨道顺槽，东侧为1305皮带顺槽，南侧为1305工作面，北侧为三DF119断层。第二节 煤(岩)层赋存情况
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚硬系数、层间距：
该面煤３为气肥煤，据地质现有资料，1305面煤层总厚6.5～8.7ｍ，平均7.6ｍ。煤层结构简单，煤层倾角11～27°，平均18°。煤层普氏硬度系数ｆ=2.0。
二、顶、底板岩性及特征
顶、底 板 岩 性 特 征 表 表二
顶底板
名称 岩石
名称 厚度
（m） 岩 性 描 述
顶 板 粗
砂
岩 4.58 浅灰～灰白色，含砾、含菱铁矿结核、粗砂岩包体、底部夹煤条纹。
粉
砂
岩 1.62 灰～深灰色，夹灰～浅灰色细砂岩薄条带。缓波状、水平层理，顶部含粗砂岩包体、煤条纹。见植物化石碎片、生物遗迹化石。
细
砂
岩 1.48 灰色，夹深灰色纹层状粉砂岩，缓波状水平层理，层面含炭屑、白云母碎片。含少量菱铁质鲕粒。
粉
砂
岩 5.76 灰～深灰色，夹灰～浅灰色细砂岩薄条带。含大量完整植物叶化石，少夹煤条纹，上部夹菱铁质条带，水平层理。 底 板 泥
岩 0.8 深灰～黑灰色，顶部0.2m为黑色，含植物根化石，夹细砂岩条纹，水平层理。顶部0.2m粒状及鳞片状结构，夹煤条纹。
粉
砂
岩 0.96 黑灰色，夹细砂岩微薄条带,水平层理含植物根化石。
细
砂
岩 1.5 灰色,夹深灰色粉砂岩条带及薄层，水平及波状层理，见虫孔化石、植物化石碎片、菱铁矿结核及薄层。
粉
砂
岩 6.0 深灰色,夹细砂岩条纹，波状及混浊状层理见虫孔化石。
附图1：煤岩层综合柱状图（1:300）
三、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数：
该煤层瓦斯相对涌出量为0～1.820 cｍ３/g,平均为0.466cｍ３／g，属低瓦斯煤层。煤尘具有爆炸危险性；为不易自燃煤层，根据邻近开资料，按自燃煤层对待。地温为22℃，地梯温度为1.86℃／100m，500～650m地温已达26℃，为正常地温区。
第三节 地质构造
根据1305面三DF119断层探巷实际揭露来看，本工作面主要在3煤中掘进施工，煤岩层倾角11～27°；煤岩层整体赋存形态为走向东北，倾向南东的单斜构造。由于距三DF断层较近，在1305断层探巷掘进130米后，沿断层掘进，进入顶板破碎带，裂隙发育明显，容易漏顶、片帮，压力加大。因此该扩帮工作面在施工下半部分时，预计巷道顶板管理难度加大，顶板压力大，施工困难。
第四节 水文情况
一、概况
对工作面掘进有影响的主要含水层为3煤顶板和底板砂岩含水层。顶板含水层富水性弱,补给条件差,主要以静储量为主，根据1305面三DF119断层探巷掘进情况来看,巷道掘进过程中顶板局部有滴水或淋水出现,在遇有砂岩裂隙或断层时淋水会加大，但过一段时间后基本就会疏干无水。本工作面巷道掘进过程中顶板砂岩水同样会有上述现象，预计顶板最大涌水量30m3/h,掘进过程中底板可能会有少量渗水，预计最大涌水量10m3/h。
二、防治水措施
1、在施工过程中，应坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。
2、在工作面施工过程中，应及时切眼下部安设排水设备，以完善排水系统。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
1305切眼扩帮在原1305面三DF119断层探巷右帮外扩3.6米，即扩帮后右帮距离巷道偏中线5.5米，扩帮后巷道净宽7.2米，净高2.8米。巷道顶板、底板要平。巷道断面形状为矩形，长度为210.386米(平距)。
附：1305切眼扩帮平面位置图(1:2000)，见图3-1。
1305切眼扩帮剖面位置图(1:2000)，见图3-2。
第二节 支护设计
巷道断面
剥帮断面：矩形,净宽 3.6m,净高2.8m;荒断面:10.8m2,净断面：10.08m2采用锚网支护。
巷道扩帮后断面形状为矩形，H荒=3.0m ，H净=2.80 m， B荒=7.4m，B净=7.2m，S荒 = 22.2m2， S净=20.16m2 ；
附：1305切眼扩帮支护断面图，见图3-3。
二、支护方式
(一)临时支护：
(1)临时支护采用三根前探梁，前探梁采用6.3#槽钢对口焊制而成，槽钢中心间距为1.0m，长度均不少于4m，用锚杆和吊环固定，前探梁间距为1.0m，吊环用φ24钢筋焊制加工而成，每根前探梁用不少于两个吊环固定，吊环螺丝拧入锚杆长度应不小于30mm。
(2)放炮后，首先进行敲帮问顶工作，找掉顶帮活煤矸，检查无安全隐患，立即铺连网、上顶部钢带安设3根前探梁。前探梁用吊环必须安设在牢固可靠的锚杆上，并上满丝。前探梁用专用大木楔刹紧、刹牢，下山施工时必须用铁丝（链子）将探梁后端与巷道顶板网子（或者锚杆）拴牢。
(3)巷道掘进施工中，前探梁临时支护最大控顶距1.8m，最大空顶距0.3m；最大空帮距1.0m，巷道掘进严禁空顶作业。
(4)采用简易耙装机耙取迎头上的煤(矸石)，当耙取的距离满足一排的距离之后，方可对顶板打锚杆进行支护。
(5)在临时支护的可靠保护下，及时安设顶部锚杆，安设顶锚杆严格执行“先中间，后两边，由后向迎头，打一棵，注一棵”的原则。
(6)打完顶部锚杆后，将迎头的煤(矸)耙干净再对帮部打锚杆进行支护。
附：1305切眼扩帮临时支护图，见图3-4。
(二)永久支护
根据阳城煤矿已安全顺利掘进2个切眼的支护实际， 阳城煤矿1305切眼仍采用锚梁网配合单体钢梁复合支护。即剥帮的同时用单体液压支柱、3.8m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁四腿。超前支护采用超前剥采工作面4m，即超前一根工字钢加4棵单体支柱联合支护的长度，具体见附图。
该巷道采用锚网索梁做永久支护，顶部锚杆采用φ20×2200 mm，间排距为700×800mm，帮部锚杆采用φ18×1800mm，间排距为1000×800mm。巷道顶部及右帮采用螺纹钢锚杆和10#铁丝编制而成的菱形网，顶部配3.5米的W钢带作永久支护。锚杆与巷帮的夹角不小于75°，外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固，锚杆应垂直于两帮煤壁，横向成排，纵向成线。
巷道附加锚索梁支护, 锚索的布置方式为双排纵向布置，每2根1组锚索，锚索规格φ17.8×8000mm,采用12#槽钢，间排距为2000×1600mm。
按悬吊理论计算锚索参数
1、锚索长度计算
L=L1＋L2＋L3＋L4＋L5
式中：L-锚索长度，m；
L1-锚索入稳定岩层的深度，一般按经验取1.5m；
L2-锚索入伪顶的深度，一般按经验取0.3m；
L3-顶板煤层平均厚度，取5.0m。
L4-锚索在巷道中的外露长度，一般取0.35m；
L5-锚索有效长度，m；
其中：L5=K=1.5×=0.7（m）
式中：K-安全系数，一般取K=1.5；
B-巷道开掘宽度，(单体液压支柱最大间距，取2.8m)
f-岩石坚固性系数，取3。
则：L=1.5+0.3+5.0+0.35+0.7=7.85（m）＜8.0（m）
2、锚索间距计算
顶板潜在跨落高度计算：
C=［KrHBcos(α/2) /(1000fcKc)-1］×htg(45o-φ/2)
式中：C--挤压破碎深度；
K--自然平衡角部应力集中系数，K=2.65；
r--上覆岩层的容重，取1.5t/m3;
H--埋藏深度，取650m;
B--固定残余支撑压力影响系数，取0.95;
fc--煤层普氏系数，取1.5；
α--煤层倾角，α=18o；
h--巷道掘进高度，3.0m;
Kc--煤体完整性系数，取0.92；
φ--煤体内摩擦角，φ=35 o。
代入以上数值可得：C=1.18m。
潜在跨落高度b=(a+c)cosα/ Kyfr
式中：a--巷道有效高度的一半，取1.5m;
Ky--顶板岩性系数，取0.4；
fr--煤层普氏系数，取1.5。
代入以上数值可得：b=4.17m。
冒落范围内岩层自重载荷为：Q=(S1×r1+ S2×r2)×D′
式中：S1--潜在冒落范围在顶煤中的面积；
r1--顶煤容重，r1=1.35t/ m3；
S2--潜在冒落范围在伪顶中的面积；
r2--伪顶容重，r2=2.4t/ m3；
D′--锚索间距；
S1=1/2×2.17×1.98=2.15m2
S2=S-S1=1/2×3.8×4.17-2.15=5.773m2
Q=(S1×r1+ S2×r2)×D′=(2.15×1.35+5.773×2.4) D′=12.95 D′
考虑到n=1.5的强度储备，则锚索的破断载荷应满足：
P索=nQ=1.5×12.95D′=19.43D′=35t
D′=1.80m
为满足安全可靠，取锚索间距为1.6m。
通过以上计算可知，所选用的锚索符合设计要求，故可以采用型号为φ18×7500mm，设计锚固力为150kN的锚索，锚索间距为1600mm。
（三）、过地质构造的特殊要求及特殊支护方式：
当巷道穿过松软、破碎岩层或断层破碎带时,必须采取对巷道顶板注马力散加固，同时严格遵守以下要求：
（1）炮眼深度为0.8--1.0m，打直眼、多打眼，少装药，放小炮。
（2）采取掘一排支一排。
（3）加强敲帮问顶、临时支护及探水掘进工作。
特殊支护形式：
（1）锚杆密度增加至间排距600×800mm。
（2）在巷道偏中线右侧4.7米临时架一排单体棚（采用一字梁配合单体支柱），够一架支设一架，随掘随架，长度达5米后，及时架永久单体棚（采用11＃矿工钢配合单体支柱），把临时棚拆除。并采取打注锚索（或锚索梁）或喷浆等措施。
（3）采用人工攉矸。
（4）届时将根据具体地质情况及时编写补充措施。
第三节 支护工艺
一、支护材料
1、锚杆、锚索及锚固剂：采用预应力螺纹钢锚杆，顶部采用直径为20mm,长度为2200mm锚杆；帮部采用直径为18mm,长度为1800mm的锚杆。每根锚杆均用2块型号为MSK2550和1块型号MSCK2535树脂锚固剂固定，锚固长度不少于1350mm，锚固剂直径为25mm，长锚固剂每块长度为500mm，型号为MSK2550；短锚固剂每块长度为350mm，型号为MSCK2535。铁托盘为正方形，规格为长×宽＝150×150mm，用10mm钢板压制成弧形，锚杆使用配套标准螺母紧固，顶部每根锚杆锚固力不小于70kN；帮部每根锚杆锚固力不小于50kN。
锚索用直径17.8mm，长度8000mm、9500mm、10000mm（锚到稳定岩层不小于1.5m）的钢绞线配合锁头、锚索梁制作；上托盘及锚具厚度为150mm，外露部分为350mm；每孔使用3块直径25mm，长度500mm的树脂锚固剂固定，锚固力不低于150kN，锚固剂型号MSK2550。
2、金属网
采用10#铁丝编制而成的金属菱形网，规格为长×宽＝4200×900mm，长×宽＝2500×900mm两种，网格为长×宽＝50×50mm，网要压茬联接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用8＃1.0米连网丝联接，不得出现漏联现象。
3、钢带
顶部采用长3500mm宽280mm的W形钢带。
4、主要支护材料每米用量
锚杆10套，树脂锚固剂30块，菱形网11.025米2，钢带4.5米，锚索1.25根，锁具1.25个。
5、物料存放
现场至少要备有2天使用的支护材料，并在迎头外100m范围内的料场中挂牌管理，分别存放，码放整齐。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先严格按照中线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时必须先进行处理；然后用长把工具找掉顶帮上的活矸危岩，将前探梁逐根移到迎头，铺好网，再在网下放好钢带，并用小杆、木楔将网和钢带加紧加牢，使之严密接顶；根据钢带上的眼孔布置锚杆眼位，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼。打眼前，必须在前探支架的掩护下按由外向里先顶后帮打一注一的顺序进行，严禁空顶作业，每一棵锚杆必须紧固好。
2、准备工作
检查锚杆是否合格，锚固剂要用专用箱运至施工地点，同时检查锚固剂的质量，不合格的锚固剂一律不准使用。
3、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，把树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的风煤钻（锚杆机）卡住螺帽，开动风煤钻（锚杆钻机），使风煤钻（锚杆钻机）带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去钻，搅拌旋转时间应大于35秒之后，方可上好托盘，拧上螺帽，12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆拧紧力矩应不小于300N·m，锚杆盘要紧贴煤壁。顶锚杆须由钢带孔穿过。 帮部菱形网挂至锚杆下部500mm。
4、剥帮同时用单体液压支柱、3.8m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁四腿。
三、锚索安装工艺
1、根据现场实际情况，巷道按设计要求支护合格以后，用MQT-120J型气动锚杆钻机配合S19中空六方接长式钻杆和φ27双翼钻头湿式打眼。为保证孔深准确，必须在起始钻杆上用白色或黄色油漆（或粉笔）标出终孔位置。眼深6.2m，并用压风将眼内的残渣吹净。
2、安注树脂锚固剂前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，不合格的严禁使用。
3、用棉丝将锚索锚固段的水、煤粉等擦干净，用塑料封箱胶带将树脂锚固剂与锚索粘结定位。
4、二人配合用锚索顶住锚固剂缓缓送入钻孔，确保锚固剂全部送入孔底。然后用锚索钢绞线顶住树脂锚固剂轻轻送入，注意不要用力过猛及不能反复抽拉锚索，以免捅破树脂锚固剂影响锚固质量。
5、锚索下端装上专用搅拌驱动器，再将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆钻机上。
6、一人扶助机头一人操作锚杆机，以边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速搅拌，搅拌时间控制在20～30秒之间，确保搅拌均匀。
7、停止搅拌后，必须继续保持锚杆机的推力约3分钟，然后收回锚杆机。
8、10分钟后先卸下专用搅拌驱动器，装上托梁、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。
9、2人一起将张拉千斤顶套在锚索上，并用铁丝将其固定在相邻的锚杆上，然后开泵进行张拉，并注意观察压力表读数，达到设计预紧力或千斤顶形成结束时，迅速换向回程。
10、卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索的安装。
四、锚杆钻机打眼工艺：
（1）作业前检查：
1、操作者手持操作壁上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置。
2、每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的沙石异物（包括压气管内的聚留气）。
3、操作者应在机子摇臂端的外侧站立。
4、按顶板高度选用合适的初使钻杆。
5、钻空前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入生产。
（2）作业时：
1、首先应按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到一眼位的正下方。
2、开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。
3、钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡的带着钻杆回落。
（3）作业完以后：
1、先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的。
2、检查钻机有否损伤，螺丝有否松动，并及时处理好。
3、将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车辗等意外损伤。
五、锚杆施工质量与要求
锚杆的锚固力必须符合设计要求，螺纹钢锚杆锚固力顶板不小于70kN/根、帮部不小于50kN/根，顶板初锚固力≮4t，扭紧力矩不小于300N·m；巷道净宽不能小于设计要求，但最大宽度不能大于设计要求150mm；高度不能低于设计要求，锚杆株、排距不能超过设计值100mm;外露长度不能大于50mm，不小于30mm；并保持做到巷道内无淤泥积水，无杂物，材料工具码放整齐。
六、锚索技术要求
1、锚索应在迎头施工时与锚杆同时安装。
2、锚索孔深误差控制在0～+200mm。
3、锚索外露长度不大于350mm。
4、锚索搅拌树脂药卷过程中不能停顿，要一气呵成，绝对不能反复搅拌，否则已开始聚合反应得树脂分子链会遭遇破坏，导致锚固失败。
5、搅拌树脂药卷后10～15分钟张拉锚索，张拉预紧力为70kN。
6、锚索安装48小时后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。
7、锚索锚固力不低于150kN。
8、张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍,用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。
9、锚索安装好后，应用旧布将暴露的钢绞线缠好，防止破股和划伤人员。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
1305切眼扩帮首先自上端头向下进行剥帮施工，由西向东往前掘进。预计1305皮顺与1305断层探巷在明年1月上旬贯通，在1305断层探巷与1305皮顺贯通之后，在距离上部扩帮迎头100处开始向下扩帮。1305切眼扩帮采用全断面一次成巷，钻爆法施工;巷道掘进采用全断面一次性爆破，且采用反向起爆;施工采用“三八制”作业，班班掘进支护；施工要求掘进班迎头掘进高度不小于2.8m，不留底，确保掘进循环进尺1.6m;同时严格按测量所给中腰线及测量所给实测图施工。
巷道施工中，参照本规程中锚梁网设计支护形式、炮眼布置、装药量（炮眼布置及装药量按f=1.0～2.0编制，当煤岩层发生较大变化时，可适当调节炮眼布置及装药量）一并掘出。
施工方法：
1305切眼上端头顶板完整，无构造，锚梁网支护，扩帮处为3岔口，跨度较大，为加强门口支护，扩帮10m范围内据现场情况须安设锚索梁不少于4组，并架抬棚加强支护。施工前，首先按由外向里的顺序，对3岔口处前后各10m范围内的支护进行检查，并掩护好风筒、风水管路等所有设备设施，防止放炮崩坏，确认安全后，方可开门掘进。
凿岩方法及组织：
(1)采用2部MZ-12型风煤钻配2.2m长麻花钎子、φ28mm钎花打眼。
(2)炸药采用φ25×150mm，重100g/卷的乳化炸药，前5段煤矿许用毫秒延期电雷管，MFC-100型发爆器起爆。
(3)施工采取“三八制”作业,循环进尺1.6m，三班掘进支护。
(4)施工工艺流程：
交接班→打眼、放炮→敲帮问顶→连、铺顶网→上钢带→安设前探梁→出煤矸→打注顶锚杆→铺帮网注帮锚杆→（安设单体梁→）出煤矸、清理。
第二节 爆破作业
1、爆破技术及要求
(1)严格按《炮眼布置图》布置炮眼，按《爆破说明书》要求装药。
(2)钻眼前，严格按中腰线画好掘进轮廓线，点好炮眼眼位，掌握好炮眼间距、角度、深度。
(3)周边眼眼口应点在轮廓线内200mm,眼底落在轮廓线上。
(4)采用反向装药大串联全断面一次性起爆。
(5)严格按要求的爆破顺序进行装药，炮眼装药后封堵严实（用水炮泥、炮泥），炮泥封泥长度不能小于500mm。
(6)不准欠挖，每帮超挖量小于200mm，
2、炮眼布置图
附：1305切眼扩帮炮眼布置图，见图4-2。
3、爆破说明书
附：1305切眼扩帮爆破说明书。见表4-1
第三节 装 、运岩（煤）方式
装岩方式
切眼扩帮上半部分使用操作简单、安全可靠、装岩效率高的简易P-60B型扒矸机(30kw)，以加速出矸速度，再使用SGB620/40T刮板输送机运输,再通过1305轨道顺槽中的皮带运至皮带下山溜煤眼；下半部分由于压力较大，采用人工出矸，运输方法和路线不变，仍然采用刮板输送机和皮带运输。
第四节 设备及工具配备
设备及工具配备情况表 表4-2
序
号 设备工具名称 型号规格 功率 单 位 数量 备 注
1 手持式煤钻机 ZQS-50/1.6 部 3 备用1部
2 刮板输送机 SGB620/40T 40 部 2
3 风钻 YT-27 部 2 备用
4 锚杆机 MQT-90 台 2 备用1部
5 锨、镐 把 各4
6 风 镐 部 2
7 除尘风机 台 1
8 皮带机 800mm 60KW 部 2
9 扒矸机 P-60B 30KW 台 2 备用1部
第五章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节 劳动组织
巷道掘进采用“三八”制组织生产。锚梁网永久支护，架设单体梁加强支护，3个掘进班，每班一个循环，循尺进尺1.6m。
劳动组织图表 表4-3
工种 夜班 早班 中班 合计
打眼工 4 4 4 12
爆破工 1 1 1 3
刮板输送机
司机 2 2 2 6
扒装机司机 1 1 1 3
支护工 4（兼） 4（兼） 4（兼） 12
推车工 2 2 2 6
维修工 1 1 1 3
班长 1 1 1 3
绞车司机 2 2 2 6
合计 13 13 13 39
第二节 循环作业
为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。
附：1305切眼扩帮循环作业图表，见表4-4。
第三节 主要技术经济指标
技 术 经 济 指 标 表 表4-5
序号 项目 单位 指标 备注
1 每循环在册人数 人 18
2 每循环出勤人数 人 13
3 出勤率 % 75
4 循环进尺 M 1.6
5 日进尺 M 4.8
6 效率 m/工 0.133
7 月循环次数 个 72 按30天/月计算
8 月进尺 m 115.2
9 循环率 % 80
10 炸药消耗 Kg/m 3.75
11 雷管消耗 个/m 20
12 坑木消耗 m3/m 0.03
13 锚杆消耗 套/m 10
14 菱形网消耗 m2/m 11.025
15 钢带消耗 m /m 4.5
第六章 生产系统
第一节 通风系统
一、掘进工作面通风方式选择
在贯通前，工作面仍然采用1305探巷的局部通风机通风，通风方式为压入式通风；贯通后，采用矿井全风压通风。
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。
(一) 按瓦斯涌出量计算
Q掘 = 100×q瓦掘×k掘通 （m3/min）
式中： Q掘 —掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）；
q瓦掘 —掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）；
k掘通 —掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通 = 1.8。
首先根据公式：
计算该掘进工作面瓦斯绝对涌出量（m3/mim）
q瓦相—该掘进工作面瓦斯相对涌出量（m3/t.d）
S荒—巷道正常掘进时最大荒断面面积，取10.80m2
L—日进尺，取4.8m
r—岩石容重，1.35t/m3
则 Q掘 = 100×0.072×1.8 =12.96（m3/min）
(二) 按人数计算
Q掘 = 4×n（m3/min）
式中：n — 掘进工作面同时工作的最多人数，取18人。
Q掘 = 4×18=72 (m3/min)
(三) 按局部通风机的实际吸风量计算
Q掘 = Q局机 ×I（m3/min）
式中：Q局机 —掘进工作面局部通风机的实际吸风量300 m3/min
I —掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1台。
Q掘 = 300×1 = 300（m3/min）
（四）按炸药量计算掘进工作面实际需要的风量计算（Q掘）
Q掘=25×A（m3/min）
式中：A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，6.0Kg。
Q掘=25×6.0=150（m3/min）
通过以上计算，拟选用2×15KW对旋式DKJ63-NO5.6型局部通风机，吸风量300m3/min。
二、掘进工作面风速验算
（一）按最低风速验算
煤巷掘进工作面的最低风量
Q岩掘≥15×S岩掘 （m3/min）
式中：S岩掘 —煤巷掘进工作面的断面积，11.40m2 ；
Q岩掘 —局部通风机吸风量300m3/min
300m3/min ≥ 15×10.8= 162.0(m3/min)
（二）按最高风速验算
煤巷掘进工作面的最高风量
Q岩掘 ≤ 240×S掘 （m3/min）
式中：S岩掘 —掘进工作面的断面积，10.80m2
300 m3/min ＜ 240×10.80 = 2592（m3/min）
通过以上计算及验算，选择2×15KW对旋式DKJ63-NO5.6型局部通风机，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。
三、局部通风机安装地点和通风系统
局部通风机安设在1305轨道顺槽绕道的新鲜风流中。
进风系统：副井→-312井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头。
回风系统：1305切眼扩帮迎头→1305轨道顺槽→-650回风石门→回风暗斜井→风井绕道→风井。
附：通风系统示意图6－1。
第二节 压风系统
风源来自地面压风机房,经副井中敷设的压风管路至井底车场绕道、-312轨道石门、轨道集中下山、-650车场、1305轨顺绕道、1305轨道顺槽、1305切眼扩帮风管和1寸胶管接至迎头。地面风压为0.6MPa，迎头风压最小为0.35MPa。
压风系统：地面压风机房→副井→-312井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
附：压风系统示意图6－2。
第三节 防尘系统
防尘水使用地面供水池，经副井中敷设的压风管路至井底车场绕道、轨道石门、轨道集中下山、-650车场、1305轨顺联络巷、1305轨道顺槽、1305切眼扩帮胶管和1寸胶管接至迎头，每50m设一个三通阀门，并配备长度不少于50米的洒水软管，每班派人对巷道的顶帮、风筒进行冲刷煤尘。分别距迎头50米范围内处设一道净化喷雾，要求喷雾效果能封闭全断面，第二道为回风喷雾，安装在回风流与全风压风流混合处20米范围内，为一常开水幕。无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机，另外还必须采用湿式打眼、水炮泥定炮、装岩（煤）洒水、冲刷岩帮、净化风流，各运输转载点必须安装喷雾设施，并确保正常使用，施工人员佩戴好防尘口罩，搞好个体防护等综合防尘措施。掘进工作面要设隔爆水袋，隔爆水袋距迎头60～200米，长度不小于30米，水袋间距为1.2～3米， 总水量不低于2400kg。
防尘系统：地面水源→副井→井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
┌→侧式供水水管
1305切眼扩帮迎头→ ├→转载点喷雾
├→掘进作业时各种喷雾
├→隔爆水袋供水
└→冲刷岩帮水管
附：防尘系统示意图6－3。第四节 防灭火
工作面掘进防火的重点是设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾，为了防止火灾发生，必须采取以下措施：
1、加强机电设备管理，杜绝失爆现象,电缆悬挂整齐。
2、井下使用的汽油、煤油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运至使用地点，剩余的汽油、煤油应及时运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和线条等，必须存放在盖严的铁桶内，并有专人定期运送到地面，不得乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在井巷和硐室内。
3、运输机头及工作面配电点严禁使用可燃性材料支护。运输机道内所使用的胶带输送机必须选用阻燃胶带，并在胶带输送机上安设皮带灭火装置。
4、其它执行《煤矿安全规程》第五章防灭火部分。
防灭火系统：地面水源→副井→井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺联络巷→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
┌→侧式供水管
├→巷道内水幕
1305切眼扩帮迎头→ ├→扒装洒水管
├→装水炮泥水管
└→冲刷岩帮水管
第五节 安全监测系统
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用：
1、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，其型号为G750POLYTECTORⅡ，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。
2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由放炮员填制“一炮三检”报表。
3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，当报警时，停止工作，进行处理。
4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用：
1、甲烷断电仪传感器型号为GJ16-0303, 甲烷断电仪传感器要垂直悬挂在距迎头小于5m的巷道的上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行车和行人。
2、每个掘进工作面都必须设置1台甲烷断电仪，其型号为EBJ-120TP,甲烷断电仪主机要置于巷道开门明眼处，断电仪报警浓度为1.0% CH4，断电浓度为1.5% CH4，复电浓度为1.0% CH4，断电范围为本掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。
三、一氧化碳传感器的配备和使用:
在掘进迎头应设置1台一氧化碳传感器，其型号为KGA5改进型，一氧化碳传感器主要用于环境监测（报警浓度为0.0024%）和自然发火预测。一氧化碳传感器要垂直悬挂在巷道上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。一氧化碳传感器要设在风流稳定、CO等有害气体与新鲜风流混合均匀的位置，一氧化碳传感器用于自然发火时，应以每天的CO浓度的增量变化为依据。
四、温度传感器的配备和使用
在掘进迎头应设置1台温度传感器，其型号为EGX-W1,温度传感器主要用于环境监测（报警温度为30℃）和自然发火预测。温度传感器要垂直悬挂在巷道上方，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。温度传感器要设在风流稳定的位置，一氧化碳传感器用于自然发火时，应以每天的CO浓度的增量变化为依据。
五、各种电缆及管路的敷设
甲烷断电仪传感器电缆及通信、信号电缆(型号为MHYBV1×4×1/1.0)与压风管、供水管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。在有瓦斯抽放管路的巷道内，电缆（包括通信、信号电缆）必须与瓦斯抽放管路分挂在巷道两侧。电缆（包括通信、信号电缆）应与电力电缆分挂在巷道的两侧，如果受条件所限在巷道同一侧敷设时，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。
附：安全监测仪器仪表示意图6-4。
第六节 供电系统
660V电源来自-650变电所至1305轨顺绕道1000移动变电站，经BKD1－400／660馈电开关馈出后，经BQD－80经风电闭锁用QBZ系统开关和照明综保开关等电气设备控制设备至迎头各机械设备。
供电系统：井底主变电所→轨道石门→轨道集中下山→-650变电所→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→迎头
附：供电系统示意图6-5。
第七节 排水系统
根据导硐施工揭露表明，主要以施工用水和顶板砂岩水为主，施工用水及少量淋水可随煤矸由皮带运走。所以在1305切眼扩帮最低点处施工一临时水仓，安设两台45kW电泵（其扬程为150m）一台使用，一台备用。
排水系统：迎头→1305轨道顺槽→1305轨顺绕道→-650轨道石门→-650水仓→-650中央泵房→回风暗斜井→风井→地面。
附：排水系统示意图6-6。
第八节 运输系统
1、主运输
掘进过程中，使用P-60B(30KW)型扒矸机耙取作业地点的煤（岩）再通过胶带输送机（刮板输送机）进行运输，运输路线为：
出煤矸经1305轨道顺槽→溜煤眼→皮带暗斜井→-312煤仓→主井→地面
2、辅助运输
施工中使用的材料、设备等用1.5吨标准矿车、花车进行运输，运输路线为：副井→井底车场→-312轨道石门→轨道集中下山→-650车场→1305轨顺绕道→1305轨道顺槽→1305切眼扩帮迎头
附：运输系统示意图6－7。
第九节 通讯系统
本工作面安设的电话，能够直接和-312井底中央变电所、-312中央泵房、-650井底中央变电所、-650中央泵房、副井上下井口、副井绞车房、矿井地面变电所和地面压风机房、矿调度室、区队等。第七章 灾害预防与避灾路线
一、灾害预防
（一）防治瓦斯的措施
1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体状况，爆破工要做到“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度，掘进机司机利用便携式甲烷检测报警仪随时检测瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪悬挂在迎头外5m范围内。
2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止使用掘进机，爆破地点附 近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，严禁打眼装药爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5％ 时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2％时，附近20m范围内，必须停止工作，撤 出人员，切断电源进行处理。
3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。
4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查，并将高冒地点具体位置及处理结果报通防科。
5、掘进头供电要与采煤面分开，并使用风电闭锁和瓦斯电闭锁装置。
（二）防止火灾的措施
1、掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。
2、施工巷道必须每班至少冲刷一次，充分湿润暴露煤岩。
3、凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。
4、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。
5、当施工地点发生火灾时，现场的区、队、班组长应立即组织人员采区一切可能的措施直接灭火，并汇报调度室；如果火势较大，无法直接灭火时，应依照《灾害预防和处理计划》中的有关规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员按避灾路线撤离。电气设备着火时，应首先切断其电源；在切断电源前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火。
6、巷道内防尘管路兼作消防管路，每隔50m设一个三通阀门，水量、水压满足要求。
7、完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。
（三）防止冒顶措施
1、爆破后，及时摘除围岩悬矸，立即进行临时支护，临时支护必须接实顶板，严禁空顶作业。
2、永久支护到迎头的距离不得超过0.8m，否则打眼爆破。
3、顶板破碎时必须及时打超前锚杆。
4、锚杆按规定打设，不合格的锚杆必须补打。
5、顶板破碎时，循环进度缩小为0.6m。锚索紧跟迎头，单体棚梁架到迎头，多打眼，少装药，放小炮。
（四）防治水措施
1、施工单位要设专人清理水沟，要保持工作面至水仓泄水路线畅通。
2、现场人员要熟悉避水路线，如发生突水现场人员要按避水路线撤离。
3、如若发生突水，现场人员必须立即汇报调度室，调度室及时向现场下达调度命令，现场人员接到电话后要立即组织人员实施。
4、坚持“有疑必探先探后掘”的探放水原则，若发现顶板有淋水、迎头渗水，必须停止掘进进行探水，确认安全方可掘进。
二、灾害处理程序及措施
（一）灾害处理程序
1、事故发生后，现场人员了解和判断灾害的性质、发生地点和发展程度，迅速报告矿调度室。
2、事故发生后，现场人员应尽量利用现场设备和工具进行处理，制止灾害进一步扩大。
3、制止灾害无效时，区、班、队、组长负责组织本区队、班组人员沿避灾路线安全撤离。
4、事故发生后，每一位施工人员应保持沉着冷静，处理事故和安全撤离。
（二）事故抢救措施
1、发生水害事故的抢救措施
（1）施工地点人员迅速向调度室汇报灾情，汇报内容包括水害地点、水量大小、发生时间。
（2）调度室接到水害汇报后，立即向值班领导、矿长、总工程师等有关领导汇报，成立救灾指挥部，组织抢险救灾，营救遇险人员。
（3）井下发生水害地点的现场跟班区队长、安监员是水情汇报的第一责任者，应迅速组织人力、物力进行救灾，救灾失败时，凡受到灾害威胁的所有地区的人员都必须在本班班长的带领下撤出危险区域。
2、发生火灾事故的抢救措施
（1）火灾初期，应积极组织人力、物力控制火势，直接灭火失效时，应采区隔离灭火法控制火区。
（2）将排放水管路、压风管路改为消防管路。
（3）迅速查明灾情并组织人员撤出灾区和受威胁区域，积极组织救护队抢救遇难人员。如果在撤退过程中遇到爆炸冲击波与火焰袭来时，应背向冲击波伏卧在底板或水沟内。
（4）查明火灾地点、范围和发火原因，并采取防止风流紊乱、火烟侵袭、蔓延等措施，防止火灾向有人员的巷道蔓延，同时切断火区电源。
3、发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸事故的抢救措施
（1）迅速组织撤离灾区和受威胁区域的人员，抢救遇难人员。
（2）组织矿山救护队探明事故地点、范围和气体成分，发现火源立即扑灭，并切断电源。
（3）在证实无二次爆炸可能时，应迅速恢复被破坏的巷道和通防设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。
4、发生顶板冒落事故的抢救措施
（1）迅速查出冒顶区范围和被埋住、堵塞人数及位置，积极组织抢救。
（2）积极恢复冒顶区的正常通风，如短时间内不能恢复，可利用水管、压风管等设施对被埋压、堵塞人员输送新鲜空气。
（3）在处理事故时，必须始终坚持由外向里加强支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用巷道。
（4）遇有大块矸石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块，但应尽量避免破坏冒落矸石的堆积状态。
（5）在处理事故过程中，要及时检查事故发生地点的有害气体浓度及风量，防止发生瓦斯爆炸。
三、避灾路线
若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：
（1）水灾避灾路线
1305切眼扩帮迎头→1305轨道顺槽→1305轨顺联络巷→-650车场→-650行人等候通道→回风暗斜井→-312行人等候通道→轨道石门→井底车场→副井→地面。
（2）火、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线
1305切眼扩帮迎头→1305轨道顺槽→1305轨顺联络巷→-650车场→轨道暗斜井→-312轨道石门→井底车场绕道→副井→地面
附：避灾路线示意图（7-1）
第八章 安全技术措施
第一节 技术措施
1、1305切眼扩帮采用“三八制”作业，三班掘进支护；同时严格沿3煤底板及测量所给偏中线施工。
2、施工前应在切眼与顺槽相贯处安设不少于4组锚索梁（根据揭示顶板情况增加锚索梁数量），以加强探巷两端头支护强度。
3、剥帮”施工时，须边剥帮支护边支设单体支柱安设钢梁，且钢梁滞后剥帮工作面不大于4.0m。导硐必须超前剥帮工作面20米支设单体支柱安设钢梁。
4、剥帮遇有地质条件变化(顶板松软破碎、有淋水或其它地质构造)时，单体及钢梁必须紧跟工作面，够一架支设一架。
5、切眼剥帮施工时应一并将煤机机窝掘出。
6、剥帮掘进时为加强顶部锚梁网支护强度，剥帮段钢带安设与导硐钢带相错开半排钢带间距（400mm）。如果探巷超高，必须采取在要扩帮部打超前锚杆，并使用钢带把顶包住，剥帮时必须短掘短支，严禁扩帮部分再超高。
7、单体钢梁支护沿切眼纵向布置2列，其间距2800mm。单体梁采取“一梁四柱”架设，柱间距1000mm，允许偏差±20mm且距梁中布置；单体支柱与梁端头相距400mm，允许偏差±100mm。
8、单体、钢梁安设顺序及要求：
（1）上工字钢梁并用双股8#铁丝或粗麻绳将钢梁与顶板菱形网牢固地拴在一起（连接不少于2处且处于钢梁两端），以防钢梁滑落。
（2）挖柱坑至实底，将单体置于柱坑内并用双股8#铁丝或粗麻绳固定连接于顶板网子上，然后2人扶柱1人注液升柱至设计初撑力。
（3）单体初撑力为90KN（即压力至15MPa）。
（4）单体梁安设完毕后，再次检查梁、柱与顶板网子连接是否牢固，否则进行加固。
（5）安设单体梁时，安设工作不少于5人，且由1名班长现场指挥。且安设地点与液压泵站须有灵敏可靠的信号联系。
（6）严禁在浮煤、浮矸上架设单体支柱，否则，柱下必须穿鞋至实底，每块柱鞋规格不小于长×宽×厚=350×350×150mm。
（7）斜巷支设单体支柱须具有适当迎山角（3度—5度）。
（8）单体支柱入井前必须逐根进行压力试验；碰倒、损坏或失效的支柱必须立即恢复或更换。
（9）单体支柱必须每原班进行1次二次注液，并有专人管理。
（10）每次（或每班）升柱前必须对注液泵、注液管路、注液枪、柱芯等进行认真检查，确保完好方可进行注液升柱；单体支柱须纵成行，横向成排。
（12）安设单体梁时必须使用50mm的三角铁加工的凳子，同时确保放置稳固、可靠且距巷道顶板小于2.0m，以保证安设单体梁的安全。
（13）脚手架上平面不小于0.2m2。
（14）对梁下单体注液时，应对两柱循环均匀注液，严格执行远距离供液。
（15）钢梁的每棵单体液压支柱顶部必须（每处长度不小于300mm）接顶密实，否则须加设背板。
（16）为增加单体与钢梁间摩擦力（防滑动），其间必须加垫长×宽×厚=150×60×10mm薄木板。
9、放炮前、后必须对放炮地点20m范围内的支柱进行认真检查，对崩倒、崩坏的支柱须先进行修复；修复时须先检查顶、帮安全情况且由外向里逐架进行。
10、放炮前必须对放炮地点20米范围内的风水管路、电缆、设备设施等进行可靠的保护，确保万无一失方可起爆。
11、放炮母线须随用随挂。
12、漏煤眼必须留有一定存煤，不得放空。
13、当顶板松软破碎或通过地质构造带及煤岩交接处时，必须采取短掘短支作业，循环进尺0.8--1.0m。根据现场所揭露的具体地质情况及时增加钢筋梯、锚杆间排距减至600×800mm，同时可根据现场实际及时采取打注锚索、补打点柱、架棚等措施加强支护
14、使用锚索加强支护时，锚索必须锚入稳定岩层1.0m以上，且每棵锚索必须采用3块树脂锚固剂锚固,预紧力大于7t。
15、打注顶锚杆严格按照“先中间后两边，由后往前，打一棵注一棵”的原则。打注锚杆前，必须确保顶板在前探梁的可靠支护下，并且执行好敲帮问顶制度。钻孔后必须冲孔干净，方准放锚固剂，先放快速后放慢速,用锚杆送入孔底后方准匀速旋转锚杆机(或煤电钻）将锚杆注入，注入后须停20S左右，以确保锚固剂初凝，10分钟后用扳手将锚杆预紧牢固。
16、巷道顶部锚杆设计抗拉拔力为7t，帮部为5t，锚索抗拉拔力为10t。
17、巷道掘进遇有涌水时，当涌水压力小且水量小于5m3/h，可设置φ25-φ50mm的导水管将水导出，当涌水压力大且水量大于5m3/h时，必须停止掘进安设钻机打放水孔，并安设φ50--φ89mm的钢管减压放水。
18、风水管路、电缆严格按巷道断面图布置，吊挂成一线。
19、巷道内物料摆放整齐，巷道卫生无积水、淤泥、杂物。
20、临时铺轨轨枕间距1.0m，轨缝小于5mm，高低、内错小于2mm，道夹板、螺栓齐全可靠，轨道畅通平稳。
21、斜巷掘进每40m须设一个安全硐，安全硐规格不小于：宽×高×深＝1.5×2.0×1.0m,安全硐口须设红灯。
22、在巷道一侧设置绞车（或稳车）提升运输时，绞车（或稳车）外边缘距轨道大于0.5m。
23、据迎头100米范围内备用9.5米、10米、8.0米的锚索各30棵，以备急用。
24、输送机安装、操作、运输与维护，严格按《输送机司机》——煤矿安全统编教材（22）规定执行。同时机电设备、设施确保完好，杜绝失爆。
25、巷道施工质量标准严格执行《煤矿安全质量标准化标准》。
第二节 施工准备
1、施工前，由区长负责组织，由技术人员负责传达批准的《掘进作业规程》。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。学习、考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试记录表上。
2、施工前，生产科测量人员必须提前给出开门位置，标定好腰线，施工单位严格按线施工。
3、扩帮前，必须对开门口左右各10m巷道支护进行检查加固，并将各种管路、电缆落地用旧皮带、板梁掩护好。
4、施工前，应提前按设计要求，准备各种支护材料。
第三节 “一通三防”管理
一、通风管理
（一）贯通前
1、在探巷与1305皮顺贯通前剥帮，必须把1305探巷的风筒改到巷道北帮。
2、加强通风管理，局部通风机必须有专职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。
3、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于5m，以保证迎头有足够的风量，漏风率不超过3％。
4、管理好为本工作面调风的风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护好瓦斯牌板。
5、局部通风机要长时运转，无论工作、不工作或交接班都不得停止运转，局部通风机不开时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，迎头禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。
6、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等原因停风时，必须撤出探巷迎头人员和扩帮施工人员，切断电源。恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局部通风机及开关附近10m内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。
7、局部通风机必须使用风电闭锁、使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。风机开关与掘进巷道内的供电源都必须闭锁，同时迎头停风１０分钟作业人员必须向新鲜风流中回撤。
8、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1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且符合《煤矿安全规程》第一百二十九条开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
二、防尘管理
1、湿式打眼，打眼工佩带防尘口罩。
2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地有盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次炮所用的已灌好水的水炮泥。必须使用水炮泥定炮。
3、装煤岩前对煤岩堆洒水。
4、距工作面50m范围内设一道能封闭全断面的水幕，放炮员在联炮后向外敷设母线时开启喷雾，放炮并等炮烟散净后关闭喷雾。
5、掘进迎头的回风口混合风流处20m 内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并在有效范围内挖出引水沟。
6、迎头安装风动爆破喷雾，爆破时降尘。
7、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。
8、防尘管路必须接至迎头，巷道内每50m必须安装一个防尘用三通阀门和防尘设施,同时每7天须对所掘巷道全面冲刷一遍用以除尘。以便及时降尘。
9、距迎头保持60－200m设置隔爆水槽，同时巷道每掘进300-500m应设置1道隔爆水槽，水槽总储水量不少于2600升，水槽距轨面２m。
三、防火管理
巷道打眼掘进，锚网喷及锚梁网支护，爆破喷雾尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。
1、电气设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉、灭火器灭火。
2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。
3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。
4、保证迎头供风良好风量充足
5、加强顶板及巷帮的管理，防止顶板冒落和片帮空肩现象的发生，消除发火隐患。
6、严格执行规程中综合防尘措施的要求。
7、加强机电设备管理杜绝失爆。
第四节 顶板管理
1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须检查。
2、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼、装药、安注锚杆过程前及放炮后必须清除危岩、排除隐患。
3、找顶工作必须遵守下列规定：
①找顶工作必须有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。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。
③找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。
④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，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。
4、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、 瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、支架、锚杆等情况，经紧好锚杆后方可在前探支架的掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。
5、严禁空顶作业，爆破后及时使上前探支架，并用木楔加紧；前探最大控顶距1.8m，在移动前探梁时，要从外向里在支护好的锚杆下进行。
6、在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小锚杆排距为0.6m，打眼深度为0.8m。
7、在锚网喷支护中，当围岩稳定性较好，采用先锚后喷的方式；当围岩不稳定，顶板破碎、易风化、易冒落时，首先及时喷射不少于50mm厚的混凝土封闭围岩，紧接着打锚杆挂网复喷到设计厚度。在顶板破碎、压力大或地质变化带下作业时，缩小锚杆间排距为0.6m，打眼深度不超过0.8m。
8、每班接班时必须有班长对掘进工作面后方的所有巷道检查一遍，保证支护完好，巷道畅通无阻。对支护变形、顶帮压力显现严重、喷体剥落等不安全地点，都必须及时修复合格后，方可进入迎头作业。每班必须设专人经常性的对迎头向后50m范围内的支护情况（特别是顶板）进行认真检查，发现异常必须停止作业采取措施。
9、当开门无法正常使用前探梁时，要采用3～4棵φ≥200mm优质圆木为点柱作为临时支护，点柱均匀布置在空顶区，柱子上端支在顶板上并用木楔加紧，下端支在实底上并有不少于200mm深的柱窝，每次打眼深度不大于0.8m，锚杆的间排距缩小为0.6m，锚网喷支护时采用“一掘一喷”的作业方式，锚梁网支护采用“短掘短支，掘1排支1排”的作业方式，掘进长度达到4.0m时，及时采用前探梁临时支护。
10、锚杆支护巷道迎头必须使用前探梁维护顶板，前探梁要求必须齐全、紧固有效，打锚杆眼应全面检查顶板，确认安全后方可工作，并坚持执行经常性的敲帮问顶制度。
11、前探吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。
12、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。
13、交接班时，由验收员对当班安装的所有锚杆用力矩扳手进行测力验收，凡是预紧力达不到100N.M的锚杆应首先立即重新整改、安装。
14、巷道掘进每30m做1次锚杆拉力试验，每组不少于6棵，其中顶部3棵，帮部3棵，并认真填写好试验记录；顶板锚杆在做拉力试验时，必须由工区或生产科技术员现场指挥，操作人员距试验锚杆不小于3m，当拉拔力达到30KN后应缓慢升压达到70KN（50KN），然后停止操作，并将油泵卸压。如遇锚杆拉断或锚固力达不到设计要求必须及时补打。巷道锚喷段掘进每30m-50m做1组砼试块，每组不少于3块，并保留好试验记录。锚喷支护段30m做1 次喷厚检查，每次检查检查孔数量不少于6个。
15、煤巷两帮打锚杆前用手稿刷至硬煤以保持煤帮平整，安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆丝扣外露长度30～50mm。
16、安装锚杆只能使用锚杆机或电煤钻进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。
17、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注10分钟方可给锚杆施加预紧力，将锚杆紧固。
18、巷道当过断层或顶板破碎严重、有冒落险情时，要首先在迎头外顶板完整处支设3架棚，上前探支架和防倒镢子后，方可采用架棚支护向前掘进，同时工作面100m内必须备足不少于3架棚的物料。
19、采用架棚支护后，顶板部分锚杆预紧力，必须加垫木板重新拧紧，达到预紧力。由于巷道顶板压力大，锚杆被拉断，必须补打锚索加强支护，
20、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。
21、煤巷锚网支护掘进据现场情况每50m安设1个顶板离层仪，并认真做好记录并用牌板显示。
第五节 爆破管理
1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任，严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。爆破作业必须执行“一炮三检制”（装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯）。
3、爆破作业必须严格执行“一炮三检”、 “三人连锁”和“三保险”（站岗、设置警标、吹哨）放炮制度。
4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
5、爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，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。
6、必须采用毫秒爆破，且上下分层均须全断面一次性起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。
7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，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。
9、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定:
①必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。
②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。
③电雷管必须由药卷的顶部装入，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。
④电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
10、装药前，首先必须清除炮眼内的岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。
11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮非发爆器起爆。
12、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：①炮眼深度小于 0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，炮眼深度可以小于0.6m，但必须符合下列要求：a、每孔装药量不得超过150g；b、炮眼必须封满炮泥；c、爆破前，必须在爆破地点附近洒水降尘，并检查瓦斯，浓度超过1%不准爆破；d、检查并加固爆破地点附近支架；e、爆破时，必须站好岗并有班组长在现场指挥；②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
13、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
①掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支护有损坏。
②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％。
③在爆破地点20m以内，矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
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。
⑤掘进工作面风量不足。
14、爆破前，必须加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。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路上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。
15、爆破母线和连接线应符合下列要求：
①爆破母线必须符合标准。
②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。
③巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。
④爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。
⑤只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。
⑥爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
⑦爆破工使用的爆破母线要符合标准要求，不得有接头，严禁采用固定母线爆破。
16、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。
17、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管线联结良好，否则会出现哑炮，应检查线路排除故障，测量合格后再起爆）。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。
18、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线不少于100m，并有掩体，曲线不少于75m。
19、发爆器的把手、钥匙、必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。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，摘掉母线并扭结成短路。
20、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、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，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。
21、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。
22、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15分钟，才可沿线路检查，找出拒爆原因。
23、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，当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：
①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
②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。
③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。
④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。
⑤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。
24、爆破后，担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号，不准私自撤岗。
25、严格执行爆炸材料领退制度，领退要有记录、签字做到用多少领多少，剩余部分必须交回爆炸材料库，严禁乱扔乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，应遵守下列规定:①电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送。②爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内，严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后，应直接送到工作地点，严禁中途逗留。
26、在1305探巷与1305皮顺贯通前扩帮，每次装药爆破前班组长应指定专人到1305探巷迎头把所有的施工人员撤到所有警戒线外，安全距离不小于100米，并拉线挂牌清点人数。
27、贯通后，每次装药爆破前班组长应指定专人到所有通往爆破地点的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m并有掩体。爆破结束吹解放哨后方可撤岗。
28、巷道预透前20m，每次定药爆破前班组长应指定专人到所有通往预透处的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m。并有专人负责联络，爆破工在接到站岗人员到位的通知后方可爆破，爆破结束站岗人员接到联络人员允许撤岗的通知后方可撤岗。
29、装药前，必须刮板输送机、稳车、耙装机等机电设备停电，
第六节 防治水管理
1、巷道备用排水泵、管路齐全完好格。
2、迎头出现挂红、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，采取措施，立即报告调度室，发出警报，撤除所有受水威胁地点的人员。迎头遇有上述情况之一者都必须停止作业，撤出人员及时汇报调度室。
3、坚持“有疑必探，先探后掘”原则。
第七节 机电管理 1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部按有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
2、操作井下电气设备应遵守下列规定：
①非专职人员不得擅自操作电气设备。
②手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。
3、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栏等防护设施。
4、电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，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。
5、煤电钻必须使用设有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远距离起动和停止煤电钻功能的综合保护装置。每班使用前，必须对煤电钻综合保护装置进行一次跳闸试验。
6、掘进工作面配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。
7、井下电缆的选用应遵守下列规定：
①电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应。
②电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。
③电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。
8、敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）应遵守下列规定：
①电缆吊挂必须用电缆钩。
②巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输送机上。
③电缆钩的悬挂间距不得超过3m。
9、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管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。
10、电缆的连接应符合下列要求：
①电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接。
②不同形电缆之间严禁直接连接必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。
③同形橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套以损坏的橡套电缆的修补）必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面修补的橡套电缆必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。
④三台以上的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放与水沟深处。设置在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板；也可用直径不小于22mm、长度为1m的2根钢管制成，每根钢管上应钻10个直径不小于5mm的透孔，两根钢管相距不得小于5m，并联后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于0.75m。
11、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。
12、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各类过流保护要按规定进行电气试验，下井前必须进行通流试验。
13、严禁甩掉停用井下各种电气保护。非专业人员严禁操作检漏继电器，各硐室内的检漏继电器必须加锁，使用中的检漏继电器要按规定进行电容电流的补偿调整，严格执行日检和远方试验制度。
14、严格执行停送电制度，停电必须挂牌，工作前进行验电、放电，严禁带电作业。
15、使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。经过维修的电缆必须进行浸水试验，耐压合格后方可下井。
16、存在下列问题的电气设备及小电不得下井使用：
①防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。
②绝缘坐破裂导致接线柱松动，接线柱变形或螺纹滑扣。
③导电螺栓、螺母锈蚀超规定。
④喇叭嘴不配套或断裂、缺损。
⑤开关本体与外壳不配套，转盖与外壳不配套、缺手把或转动不灵活，开关内腔上方导电螺栓与接线鼻连接不牢。
⑥开关的机械闭锁失效。
⑦开关内缺电源隔离罩、电源危险牌、防尘罩。
⑧开关底托架断裂或固定不牢。
⑨没有经过指定的电气设备防爆检查员检查出具的防爆合格证；随有合格证但检验期超过6个月或没盖检查员编号章。
⑩电机风翅处的护罩与电机外壳固定不牢。
17、电气设备金属外壳和铠装电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完整合格，不得锈蚀。
18、机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置，弹簧垫圈应紧靠螺母安设。
19、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。
20、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1～3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。
21、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：
①外壳有裂纹、开焊、变形长度超过 50 mm，同时凹凸深度超过5mm。
②使用未经部指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）。
③防爆壳内外有锈皮脱落。
④闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。
⑤隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂或使用普通玻璃。
⑥防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。
⑦改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。
22、电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。
23、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，电煤钻用完后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。
24、电气设备必须使用综合保护开关，风电闭锁等安全保护装置，自动停电时，待查明原因，确认无误后，再人工送电。
25、各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。
26、各机械设备必须定期按时进行注油检查维修，以保证设备良好运行。
27、电气设备与铁路之间的安全间隙不得小于0.7m。
28、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配电。不得使用明火明电照明。
29、在有淋水的条件下工作时，必须有可靠的防水措施。
30、井下所有机电设备必须标有“MA”标志。
第八节 运输管理
1、各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职或兼职人员担任，耙装机司机及小绞车司机必须严格正规操作，要在无曲绳的情况下，启动耙装机及小绞车。
2、施工中，采用人力推车运输时，1次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车，两车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时，不小于10m，坡度大于5‰时，不小于30m；坡度大于7‰时，禁止人力推车，并在遇行人或拐弯时应提前发出呼号，不得出现放飞车现象。
3、小绞车运输时，司机要精力集中，在听清信号且无曲绳情况下，方可开车，倒拉牛运输时在小绞车前方5m -10m范围内支上两棵直径不小于250mm的圆木或矿11号工字钢作护身点柱，柱子要支设牢固可靠，下端要打入实体煤岩不小于100mm，上端与顶板垂直打牢，与最近轨道内缘间距为0.5m；倒拉牛运输时，严禁有余绳松车。
4、小绞车联系信号必须灵敏可靠、音响清晰，开车前，司机精力要集中，接信号无误后方可开车。每台小绞车必须由司机、上、下把钩工三人操作，下放车辆时，底部车场不打回铃司机不得开车。小绞车处必须有足够的操作空间，操作按钮要上架，司机站在护身板后侧进行操作，严禁站在绞车滚筒前侧（出绳侧）或绞车侧面进行操作，严禁在小绞车滚筒护身板侧出绳拉车；小绞车盘绳时，严禁用手拨或脚蹬进行盘绳。
5、小绞车一次只准挂一个车，严禁小绞车司机兼做摘挂钩工作。固定小绞车的锚杆要齐全牢固可靠，并且小绞车的最突出部位距铁路外沿不小于0.5m。
6、所有车场“一坡三挡”及阻车装置齐全有效且必须符合《煤矿安全规程》第370条的规定。所有车场要有足够的摘挂钩平坡段，绞车距矿车摘挂地点的距离最小≮5m，摘挂钩侧距矿车最突出部分到巷帮的安全间隙≮0.8m。把钩工工挂车前，要先检查滑头连接装置，防脱装置是否可靠，无问题后方可进入信号室打点行车。
7、小绞车司机应随时检查:闸把、闸皮、钢丝绳、保安绳、回头轮是否齐全，合格有效，发现问题后，应认真检查处理，吊梁由挂车工负责检查处理。
8、小绞车操作侧必须设有合格的护身板，护身板的规格不小于宽340mm，垂高668mm（展开长度822mm），厚3mm的钢板，并沿长度方向压制成两条加强沟槽。护身板与绞车底座固定的3条螺栓必须上齐上紧、牢固可靠。所使用的钢丝绳及保安绳绳径不得小于15.5mm，保安绳要插有不小于2.5个捻距的绳套，与主绳连接端的绳套分别用一副绳卡固定在主绳上或保安绳编套在主绳滑头环上用一副绳卡固定，再用2副绳卡固定在主绳滑头上方。
9、两部绞车对拉运输时，必须遵守以下规定：
①对拉段的巷道不得有拐弯；②对拉的两台小绞车型号应相同；③保安绳要与两方钢丝绳滑头连接；④两方端头车场必须有把钩工；⑤两个绞车司机要精力集中，按信号并带电开车，互相配合，做到同步运行；⑥两端车场信号要齐全完好，一方发出拉车信号后，另一方不打回铃，绞车司机不准开车；⑦其他方面的有关要求，仍按小绞车运输的有关规定执行。
10、上山掘进时，长度超过50m，必须安设吊梁。第一组吊梁应设在底车场起坡点以上10～15m处，以上每组吊梁间隔不得超过100m。
下山掘进时，工作面后10～15m处须安设可靠的阻车设施或防跑车装置。巷道施工中部车场变坡点向上3-5m处须设置灵敏可靠阻车设施。
11、绞车路要严格执行行车不行人制度，严禁蹬坐滑头，若有人上、下时，应提前与把钩工联系，并打停车信号。
12、斜巷施工期间兼作人行道时必须每隔40m设置躲避硐，并设红灯，设有躲避硐的一侧要有畅通的人行道，行车时红灯亮，行人立即进入躲避硐，红灯熄灭后方可行走。
13、上山掘进时，必须在底弯路处，施工一个躲避硐，其规格为:宽×深×高=3100×3000×2600mm。设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道。
14、平斜巷车辆发生掉道时，严禁用机车或小绞车硬拉复位，必须采取复轨设施和其它复轨措施就地复轨。复轨时，人员不得少于两人，人工拿道复轨时，矿车两侧不准有人，并互相叫应好，确保人身安全。
15、上山吊钩装卸车时，必须遵守下列规定：
①绞车司机必须精力集中，按信号开车，听不清信号不准开车，停车时闭锁闸把，必须置于闭锁位置，防止矿车下滑。
②清理浮煤浮矸等杂物或起底落路时，矿车下方（下山方向）严禁有人，并在矿车下（下山方向）方支设两棵趄柱顶牢矿车。
③上提或下松车辆时，必须有可靠的信号联系，不得用口令传递信号，待人员全部躲到附近安全地点后，方可发出开车信号。
16、耙装机的使用
（1）耙装机司机必须是经过专门培训、取得合格证的专职（或兼职）人员担任，并持证上岗。
（2）耙装机的使用与管理，严格执行《煤矿安全规程》第73、74、75、76条的规定。
（3）固定扒装机回头轮楔子眼深度，在岩层内≮400mm，煤层内≮700mm，并用大锤将软、硬楔砸紧，煤岩松软时可使用锚杆（专设且锚杆须用"二长一短"三块锚固剂锚固）固定回头轮，确保回头轮牢固可靠。
（4）耙装机出矸时，工作面前方必须有足够的照明，出矸时,司机应站在安全的一侧，其它人员应站在耙装机后面的安全地带。
（5）耙装机须用4个卡轨器牢固地卡在轨道上，此外斜巷掘进应在巷道两帮及上方分别安设φ20mm以上的锚杆或φ32的U型楔子，并用φ15ｍｍ以上的钢丝绳将楔子（或锚杆）与扒矸机拴紧，以加强稳固。
（6）移挪耙装机时，轨道铺设要符合设计要求，耙装机前后各30m范围内无障碍物。
（7）移挪耙装机时，必须有工区管理人员现场指挥。
（8）平巷内移扒装机可用人力推移或小绞车牵引的方法，机械牵引时，迎头滑轮固定牢固，牵引要均匀，慢速，且必须有灵敏、可靠的信号，发现问题及时停止。
（９）上山移机，扒装机机尾斜撑不准去掉或抬起，移机时扒装机前、后不得有人；移机前必须对牵引绞车、回头轮、钢丝绳等作认真检查，确保完好。移机到位后，卡轨器上牢，两帮及巷道上方用钢丝绳将扒装机牵牢，经检查确保可靠后，方可松开绞车，解除牵引绳。
（1０）下山移机，应先清理好矸石、杂物，将扒装机簸箕抬起，离开轨面，将挡板向内关闭，检查钢丝绳、连接装置、信号、轨道等是否合格，经检查无误后，松开卡轨器，去掉地锚(绞车绳不要太紧),扒装机下放速度均匀，慢速，以防掉道伤人。扒装机前方不得有人，等扒装机下放到位并固定牢固后，方可解除钢丝绳。
（1１）挪移扒装机，严禁自行牵引。
（1２）扒装机作业时,扒子头运行范围内严禁站人;平行作业时，回头轮滑子距迎头≮7.0m。
（1３）扒装机距离迎头：最大30m，最小5m。
17、使用刮板运输机安全措施
（1）、刮把运输及司机必须培训合格，并持证上岗。
（2）、严禁用刮板运输机运送物料或乘坐人员。
（3）、刮板运输机机头上沿距顶板垂直高度不小于0.5m。
（4）、不得超负荷强行启动刮板运输机，因负荷过大出现闷车，要启动两次（每次不超过15秒）仍不能正常运转时，必须清出溜槽内的煤炭，正常启动后再装入刮板运输机运走。
（5）、刮板运输机运转中出现以下情况（超负荷运转，发生闷车、飘链、出槽、掉链、跳齿、连接环缺螺丝或损坏，电机升温超限，运转中声音异常、物料进入溜槽，出现停车或危及人员安全）时应立即停车，处理完毕后方可继续开车。 （6）、处理刮板运输机飘链时，严禁运载，调整好溜槽的平直度，严禁用脚蹬，手搬运转中的刮板和链条。刮板运输机运行中，司机及其他人员严禁在正冲机头处停留，司机要集中精力，严禁干其他工作，刮板运输机的操作盘应设在司机便于操作且不冲机头的安全地点。
（7）、刮板运输机运转过程中，严禁清理转动部位的煤粉，在检修、处理故障或其它工作时，要闭锁开关，挂好停电牌。
（8）、点动刮板运输机进行掐接链工作时，施工人员必须躲离链条受力方向，正常运转时刮板运输机司机不得面向机头进行操作，以防煤矸和断链伤人。
（9）、刮板运输机联系信号规定：一响停车、二响正转开车、三响倒转开车、四响为点动开车；司机接信号确定无误后方可启动。刮板运输机信号必须紧跟迎头。
（10）、延缩刮板运输机，现场必须由班组长进行操作，并由工长、安监员现场监护，按章指挥，在观察好周围顶板，确保安全的情况下，方可进行操作。
（11）、刮板运输机机头、机尾必须分别打设两棵直径不小于200mm的圆木作压柱（或分别用2根地锚锚杆进行固定，每根锚杆锚固力不小于5T），并经常检查其牢固性，发现问题及时整改。
（12）、放炮前必须带空刮板输送机，防止压死刮板输送机。同时1305切眼每50米安装一个电铃信号，并灵敏可靠。
（13）、刮板输送机每50米安装一个过桥，供人员通过刮板输送机。
18、胶带输送机
（1）采用滚筒驱动的输送机必须满足《煤矿安全规程》第373条规定，即：①必须使用阻燃胶带；②巷道内具有充分照明；③必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置；④上运皮带机须同时装设防逆止装置和制动装置，下运皮带机须装设制动装置；⑤应装设温度保护、烟雾保护和自动洒水保护；⑥液力偶合器严禁使用可燃性传动介质（调速型不受此限）；⑦皮带机应加设软启动装置，下运皮带应加设软制动装置。
（2）装设皮带机的巷道内每隔50m须安设消防支管和阀门，机头部须备有不少于0.2m3的砂和2个以上合格的灭火器，同时机头部须备有25m消防软管。
（3）皮带输送机完好标准：
①滚筒无破裂，键不松动；托辊齐全，转动灵活，无卡阻现象，润滑良好。
②机头架、机尾架及拉紧装置无开焊和变形。
③输送机无破裂，接头卡子牢固平整，皮带不打滑、不跑偏，牵引绞车完好运行正常。
④制动装置灵活可靠，液油系统不漏油。
⑤声光信号灵敏、清晰、可靠。
⑥皮带架平、直、稳、牢。
（4）皮带司机须专门培训且持证上岗。
（5）皮带司机须做到“三知”、“四会”，即：知设备结构、知设备性能、知安全设施作用原理；会操作、会维修、会保养、会排除一般故障。
（6）皮带机起动、运行、停止操作：
①起动前机头、机尾及各转载点必须取 得可靠的信号联系，警告所有人员离开转动部位，并收到信号后方可开机。皮带机起动须按逆煤流方向逐台启动。
②起动时先点动2次，听声音、看状态，确认无异常后方可连续运行。
③运转中严格做到三注意：注意皮带张紧情况；注意跑偏情况；注意停机信号，严禁出现误操作。
④停机须将隔离开关置于零位，切断电源。
（7）皮带运行中，禁止用铁锹和其它工具刮输送带上的煤泥或用工具拨正跑偏的皮带。
（8）在更换输送机和做皮带接头时，确需点动开车并用人力拉动输送带时，严禁直接用手拉或用脚蹬踩输送带。
（9）做皮带接头时，必须远离机头转动装置5m以外，并由专人停机、停电。挂停电牌后方可作业。
（10）需在机头、机尾或其它转动部位上方工作时，须由专人停机、停电并挂停电牌。
（11）短时间内应尽量少启动皮带且正常情况下应空载启动（即停机前应将皮带煤矸卸净）。
（12）皮带机每天须有2小时以上的集中检修时间并认真填写好记录。
（13）机尾须用地锚或专用锚杆（上运皮带不少于4棵（直径不小于20mm，长不小于2400mm, 锚固长度不小于1000mm），下运不少于6棵）牢固固定于巷道底板。
（14）挪移机尾延伸皮带（与挪移耙装机顺次进行）时，必须有工区管理人员现场指挥；挪移机尾采用绞车（或稳车）牵引，回头轮采用2棵锚杆（直径不小于20mm，长不小于2400mm, 锚固长度不小于1000mm）牢固固定，回头滑左右中心位置与皮带一致；机头、机尾必须有可靠的信号联系。挪移到位后，用上述方法固定好机尾、拉紧皮带、安装延伸皮带架子。
（15）利用下运皮带辅助运料时，装、卸料台应完好、可靠，装、卸料人员应精力集中、协调一致。
（16）禁止用皮带运输超长、超重设备、物料，只能运送锚梁网支护材料。
（17）巷道内行走时禁止用手触摸皮带。
（18）禁止任何人在任何情况下乘皮带。
（19）其它未尽事宜，严格执行《输送机司机》——煤矿安全技术（培训）统编教材的有关规定执行。
19、巷道的安全间隙必须符合《煤矿安全规程》的要求，设备安置及物料堆放要留有不小于0.7m的安全间隙。
第九节 其它
1、巷道内无杂物，无淤泥、无积水（淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过0.1m）。浮矸（煤）不超过轨枕上平面。材料工具码放要整齐。
2、作业场所悬挂施工断面图（并标明风筒、管线吊挂位置），炮眼布置图及爆破说明表和避灾路线图。
3、使用风动锚杆钻机时必须遵守以下规定：
（1）钻孔前，必须确保顶板与两帮围岩稳定，进行安全作业。
（2）禁止机子平置于地面。
（3）钻孔时，不准用带手套的手去试握钻杆。
（4）开眼位时，应扶稳钻机，进行开眼作业。
（5）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。
（6）机子回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。
（7）机子加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把摇臂，取得平衡。特别是突然加载和卸载时，操作者更应注意站位，合理把持摇臂手把。
4、其它安全未尽事宜，严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》的有关规定执行。
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