1301掘进工作面作业规程
编号：JKYCKT 2005-55
措施名称：1301工作面切眼作业规程
编 制 人：
区 队 长：
施工单位：开拓工区
批 准 人：
编制日期：2005年10月20日
执行日期： 年 月 日
目 录
矿审批意见 …………………………………………… 1
作业规程学习和考试记录 …………………………… 4
作业规程复查记录 …………………………………… 6
第一章 概况 ………………………………………… 7
第一节 概述 …………………………………… 7
第二节 编写依据 ……………………………… 7
第二章 水文地质情况 …………………………… 8
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况……8
第二节 煤（岩）层赋存特征 ………………… 8
第三节 地质构造 ……………………………… 9
第四节 水文地质……………………………… 9
第三章 巷道布置及支护说明 ……………………… 10
第一节 巷道布置 ……………………………… 10
第二节 支护设计 ……………………………… 10
第四章 施工工艺 ……………………………………14
第一节 施工凿岩方式 ……………………………14
第二节 爆破作业………………………………… 15
第三节 装、运岩（煤）方式…………………… 16
第四节 设备及工具配备………………………… 16
第五章 劳动组织及主要技术经济指标 …………… 17
第一节 劳动组织 ……………………………… 17
第二节 循环作业 ……………………………… 18
第三节 主要技术经济指标 …………………… 18
第六章 生产系统 ………………………………… 20
第一节 通风系统 ……………………………… 20
第二节 防瓦斯防尘系统 ……………………… 21
第三节 运输系统 ……………………………… 22
第四节 排水系统………………………………… 22
第五节 供电系统 ……………………………… 22
第七章 灾害预防及避灾路线 ……………………… 23
第八章 安全技术措施 ……………………………… 23
第一节 技术措施 …………… ………………… 23
第二节 施工准备 …………………………27
第三节 “一通三防”管理 ……………… 27
第四节 顶板管理 ………………………… 29
第五节 爆破管理 …………………………32
第六节 防治水管理 ……………………… 36
第七节 机电管理 ………………………… 36
第八节 运输管理 ………………………… 40
第九节 其它 ……………………………… 45
矿 审 批 意 见
、
会审单位及人员签字:
技术科： 年 月 日 地 测： 年 月 日
通 风： 年 月 日 安监科： 年 月 日
机电科： 年 月 日 调度室： 年 月 日
总工程师：
作业规程学习和考试记录
负责人： 传达人：
贯彻
时间 听传达人 贯彻时间 听传达人
年 月 日 姓 名 成绩 备注 年 月 日 姓 名 成绩 备注
作业规程学习和考试记录
负责人： 传达人：
贯彻
时间 听传达人 贯彻时间 听传达人
年 月 日 姓 名 成绩 备注 年 月 日 姓 名 成绩 备注
作业规程复查记录
作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
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：1301工作面切眼。
二、掘进目的及巷道用途
掘进目的是为形成1301工作面生产系统，满足1301采煤工作面通风、行人、运料、出煤、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：180m。
服务年限：预计4-5个月。
四、预计开、竣工时间
经矿有关领导研究决定，本掘进工作面自2005年11月份开工，预计2005年12月份竣工。
第二节 编写依据
巷道设计说明书
《1301工作面切眼施工通知单》；批准时间为2005年10月19日。
地质说明书及批准时间
《1301工作面切眼掘进地质说明书》，批准时间为2005年10月19日。
三、矿压观测资料
无应力集中，矿压压力不大且相对稳定。
水文地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况表 表一
水平名称 -312水 平 采 区 名 称 首 采 区
地面标高（m） +39.4 ～ +41 井下标高（m） -380 ～ -420
地面的相对
位置及建筑物 地面相对位于工业广场保护煤柱东北，地表为农耕田，本工作面掘进对地面无影响。
井下位置及四邻采掘情况
工作面切眼井下位于首采区西部；东为1302工作面，西部及北部为阳城坝断层保护煤柱，南部为轨道暗斜井、皮带暗斜井、回风暗斜井三条下山。
走 向 10° 倾向 100° 长 度 190m
待掘巷道地面相对全部为农耕田，地势平坦。地面标高+39.4m～+41m。
煤（岩）层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
该面煤3为气肥煤，据1301面资料，煤层总厚6.0～ 9.0m，平均7.5 m ，煤层结构简单，倾角11～19度。1301切眼沿3煤顶板掘进。3煤普氏硬度系数f=2.0～3.0，为稳定的厚煤层。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该煤层瓦斯相对涌出量为0～1.820cm3/g，平均为0.466 cm3/g，属于低瓦斯煤层，煤尘具有爆炸危险性，煤层为不易自然煤层，根据临近矿井开采资料，按自然煤层对待。 地温为22C°，地梯温度为1.86C°/100m，500～650m地温已达26C°。
顶、底 板 岩 性 特 征 表 表二
顶底板名称 岩层名称 厚度 /m 岩 性 描 述
老顶 细砂岩 6.8 浅灰～灰白色，夹深灰色粉砂岩，层理发育，f=6～6.8。
直接顶 粉砂岩 1.5 浅灰色，薄层状结构，破碎，富含水，底有一薄层你岩。
伪顶 泥岩 0.3～0.5 浅灰色，上部含砂质。
3煤 煤层 平均7.5m 黑色，以亮煤为主，夹暗煤条带。
直接底 泥岩 0.6 浅灰色，含植物化石，夹煤条纹。
老底 中砂岩 8.5 深灰色，含大量细砂岩条带。
附图1：煤岩层综合柱状图（1：300）
第 三 节 地质构造
根据物探资料，该工作面构造简单，切眼为一倾斜构造，煤岩层总体趋势西高东低，倾角平均为11～19°。掘进过程中预计不会遇断层，但揭露断层或遇到破碎带时须根据具体地质情况采取短掘短支并加强支护，必要时及时编制补充措施。
第 四 节 水文地质
一、水文情况：
影响掘进的含水层主要有阳城坝断层保护煤柱及３煤顶板砂岩含水层，本含水层富水性弱，补给条件差。主要以静蓄量为主。根据以往掘进情况看顶板有淋水出现，有裂隙或断层时淋水会更大。同时掘进过程中加大排水力度，要求最大排水能力为100m3/h,并在切眼南端皮顺低洼处顺槽施工水仓，保证顺槽的正常掘进。
二、防治水措施
1、在掘进过程中，应坚持“有疑必探，先探后掘”的防治水原则。
2、接近断层时提前探放水；施工至阳城坝断层保护煤柱线时，对该断层施工钻探，探测断层的具体位置及富水、导水情况，以便合理留设断层防水煤柱。
3、工作面在施工过程中，应及时安设好排水设备，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
1301切眼位于1301轨顺、1301皮顺北端，总长度180m;同时1301轨顺在现断面及支护形式的基础上按切眼断面及支护形式扩帮、支护，扩帮长度30m；具体布置见巷道位置布置平面图。
1、切眼断面设计： 矩形，净宽7.2m，净高3.0m；设计净断面：21.6m2，掘进宽7.4m，掘进高3.1m；设计荒断面：22.94m2。
2、附图：切眼断面图
附图：切眼平面图。
支护设计
一、临时支护：
（1）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，上下山施工须用铁丝将探梁后端与巷道顶板网子（或者锚杆）拴牢。
（2）在临时支护的可靠保护下由迎头向外出矸，当高度满足能安设顶锚杆（2.5m）时，出矸距离够1排时应立即安设顶部锚杆。
（3）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。
（4）前探梁临时支护最大控顶距1.8m，最小控顶距0.5m。
（5）巷道掘进，最大空帮距1.0m。
（6）巷道掘进严禁空顶作业。
（7）临时支护采用3根长4 .0m的11#槽钢配合3个吊环（吊环由φ18原钢及厚20mm的A3钢板加工）及专用大木刹进行。
临时支护图见附图四。
二、永久支护方式
结合我矿切眼实际并参照1301顺槽支护形式采用类比法选择支护参数：
根据运河矿-490m、-725m水平已安全顺利掘进7个切眼的支护实际， 阳城煤矿1301切眼仍采用锚梁网配合单体钢梁复合支护。
1、采用锚网配合φ100mm(长3150mm)单体液压支柱、11#矿用工字钢梁进行复合支护。超前支护采用超前剥采工作面3m，即超前一根工字钢加3棵单体支柱联合支护的长度，具体见附图
2、锚梁网支护材料、尺寸：
锚杆：顶部采用φ20×2200mm螺纹钢锚杆，帮部采用φ18×1800mm螺纹钢锚杆。
钢带：顶板导硐采用220×3500mm w形钢带。
菱形网：采用8#铁丝编织而成，网格50×50mm。
连网丝：采用8#铁丝加工成螺旋状，每根长1000mm。
木托盘：B×L×H=150×150×50mm 柳木。
切眼断面具体规格尺寸、支护形式详见断面图五。
三、导硐断面
1、矩形，净宽3.7m,净高3.0m; 荒宽3.9m,荒高3.1m; 净断面:11.7m2 ，荒断面:12.09 m2。采用锚网支护。
2、支护要求：
鉴于导硐断面与1301顺槽断面一致, 导硐支护设计参照执行中国矿业大学能源与安全工程学院与运河煤矿技术部门共同研究制定的1302孤岛工作面沿空顺槽支护技术方案。
a、该断面为矩形断面，锚梁网支护。
B、锚杆排距800mm,间距800mm，允许偏差50mm。
c、导硐顶部每排采用5棵φ20×2200mm钢筋锚杆配合钢带及菱形网联合支护，帮部用3 棵φ18×1800mm钢筋锚杆及木托盘、菱形网联合护帮。
D、锚杆托盘、钢带、菱形网密贴顶帮，顶、帮菱形网须用连网丝连为一体。
E、锚杆（除2棵角锚杆）尽可能垂直于顶帮岩煤面，且与岩煤面最小角度大于75度。
f：顶板锚杆孔放置ø23mm的中速Z2350树脂药卷3卷，药卷长度总共为1.5m；两帮每个锚杆孔放置ø23mm的中速Z2350树脂药卷2卷，药卷长度总共为1.0m。
g、顶、帮锚杆布置均匀，成行成排；顶帮锚杆丝扣外露长度在30mm-50mm范围内。
h、顶锚杆须由钢带孔穿过，西帮最下部一棵锚杆距巷道底板小于500mm，东帮安设三棵角锚杆（距巷道顶板为300mm）。
北帮自底板1000mm以上全断面铺挂菱形网，且菱形网底部应成一线,东帮菱形网挂至锚杆下500mm。
3、导硐加强支护方式
若顶板破碎或沿底板掘进时，锚梁网支护。锚索直径为，锚索钻孔直径为；锚索钢绞线长取7.5m，一套锚索包括钢绞线一根、3m长的12号槽钢一根（两根锚索共用一根）、160×100×20mm的钢板一块、锁具一个、三支、规格Z2350的中速树脂药卷。每排锚索梁布置2根，分别距巷道两帮1000mm，布置角度，锚索垂直顶板布置，锚索预紧张拉力为8—10t。
导硐具体规格、尺寸详见导硐断面图。
附图六：导硐断面图。
四、剥帮断面：
1、矩形,净宽 3.5m,净高3.0m;荒断面:12.16m2,净断面：10.5m2采用锚网支护。1301切眼要求剥南帮。
2、支护要求：
a:该断面为矩形断面，锚梁网支护。
b:锚杆排距800mm,间距800mm，允许偏差50mm。
c、剥帮施工顶部每排采用5棵φ20×2200mm钢筋锚杆配合钢筋梯及菱形网联合支护，帮部用4 棵φ18×1800mm钢筋锚杆及木托盘、菱形网联合护帮。
d:锚杆托盘、钢筋梯、菱形网密贴顶帮，顶、帮菱形网须用连网丝连为一体。
e:锚杆（除2棵角锚杆）尽可能垂直于顶帮岩煤面，且与岩煤面最小角度大于750。
f：顶板锚杆孔放置ø23mm的中速Z2350树脂药卷3卷，药卷长度总共为1.5m；两帮每个锚杆孔放置ø23mm的中速Z2350树脂药卷2卷，药卷长度总共为1.0m。
g、顶、帮锚杆布置均匀，成行成排；顶帮锚杆丝扣外露长度在30mm-50mm范围内。
h、顶锚杆须由钢 带孔穿过。
i、帮部菱形网挂至锚杆下部500mm。
j、剥帮同时用单体液压支柱、3m长11#工字钢梁对切眼进行复合支护，一梁三腿。
3、顶板的加强支护方式
若顶板破碎或沿底板掘进时，锚梁网支护。锚索直径为，锚索钻孔直径为；锚索钢绞线长取7.5m，一套锚索包括钢绞线一根、3m长的12号槽钢一根（两根锚索共用一根）、160×100×20mm的钢板一块、锁具一个、三支、规格Z2350的中速树脂药卷。每排锚索梁布置2根，分别距巷道两帮1000mm，布置角度，锚索垂直顶板布置，锚索预紧张拉力为8—10t。三岔口采用两排锚索梁，中部改为一排即可，距帮1500mm。
四、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,应严格以下要求：
（1）炮眼深度为0.8--1.0m，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）采取打注锚索（或锚索梁）并及时架棚支护。
（3）届时将根据具体地质情况及时编写补充措施。
第四章 施工工艺
施工方法
1301切眼由轨顺掘进队由西向东施工导硐，人工出煤（矸），刮板输送机运煤，到位后反向施工皮带顺槽，由回风下山施工人员自西向东剥帮施工，导硐施工坡度开门10m为00，剩余170m 沿18º掘进找煤层底板，然后沿底板掘进。
1301切眼采用分层上台阶掘进，钻爆法施工，留底0.5m，且上分层超前下分层6—8m;巷道掘进（指上、下分层掘进）都分别采用全断面一次性爆破，且采用正向起爆;施工采用“四六制”作业，班班掘进支护；施工要求掘进班迎头掘进一茬炮同时后部起底一茬炮，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。
巷道施工中将安全硐及绞车窝按现场设计位置，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=0.8-1.2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，同时安全硐及绞车窝以滞后迎头6-8m施工为宜。
开门口施工方法：
1301切眼开门口顶板完整，无构造，锚梁网支护，开门处为3岔口，为加强开门口支护，开门口10m范围内据现场情况须安设锚索梁不少于4组。施工前，首先按由外向里的顺序，对开门口处前后各10m范围内的支护进行检查，并掩护好刮板输送机电缆、电机、风筒、风水管路等所有设备设施，防止放炮打坏，确认安全后，方可开门掘进。
同时开门必须采取短掘短支作业，循环进尺0.8--1.0m，并缩小锚杆间排距为800×600mm，以确保开门处造型。
凿岩方式：
1、凿岩方法及组织：
（1）采用2部MZ--12型煤电钻配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“四六”作业,循环进尺1.6m，四班掘进支护。
（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，实行光面爆破。
（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）采用正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
炮眼布置图见附图。
3、爆破说明书：
爆破说明表见附表。
爆破说明表
第三节 装 、运岩（煤）方式的选择：
装岩方式：
使用操作简单、安全可靠、装岩效率高的P-30B型扒矸机(30kw)，以加速出矸速度，刮板输送机运输。再通过皮带运输出去；具体见《1301轨道顺槽掘进工作面作业规程》。
第四节 设备及工具配备
设备、工具配备表见表四。
设备及工具配备情况表 表四
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 ZM90-1型 部 3 备用1部
2 刮板输送机
3 风钻 YT-27 部 3 备用1部
4 锚杆机 MQT-90 台 2 备用1部
5 喷浆机 PZ-5B 5.5KW 台 1
6 锨、镐 把 各4
7 风 镐 部 2
8 除尘风机 AS-SSL 11KW 台 1
9 绞车 JD-25 25 部 3
10 皮带机 800mm 60KW 部 2
11 扒矸机 P-30B 17KW 台 2 备用1部
第五章 劳动组织及主要技术经济指标
劳动组织
巷道掘进采用“四六”制组织生产。锚梁网永久支护，4个掘进班，每班一个循环，循尺进尺1.6m。
1、劳动组织图表见附表五。
附：劳动组织表（锚梁网） 表五
工种 夜班 早班 中班 合计
打眼工 4 4 4 4 16
爆破工 1 1 1 `1 4
刮板输送机司机 1 1 1 1 4
扒装机司机 1 1 1 1 4
支护工 4（兼） 4（兼） 4（兼） 4（兼） 16
推车工 2 2 2 2 8
维修工 1 1 1 1 4
班长 1 1 1 1 4
绞车司机 2 2 2 2 8
合计 12 12 12 12 48
第二节 循环作业
循环作业图表见附表六。
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。
图六
第三节 主要技术经济指标
技 术 经 济 指 标 表 表七
序号 项目 单位 指标 备注
1 每循环在册人数 人 45
2 每循环出勤人数 人 36
3 出勤率 % 80
4 循环进尺 M 2.4
5 日进尺 M 9.6
6 效率 m／工 0.267
7 月正规循环天数 天 26 按30天/月计算
8 月进尺 m 249.6
9 循环率 % 87
10 炸药消耗 Kg/m 6.3
11 雷管消耗 个/m 28
12 坑木消耗 m3/m 0.03
13 锚杆消耗 套/m 18.75
14 菱形网消耗 m2/m 10
15 钢筋梯消耗 m /m 14.25
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
掘进工作面采用局部通风机通风，通风方式为压入式通风。
二、掘进工作面风量计算及局部通风机的选择
1、掘进工作面风量计算：
（1）、掘进工作面最低需要风量
Q掘 =V.S＝15×11.47＝172.05（m3/min）
式中： Q掘 —掘进工作面实际需要的风量，（m3/ min）；
S－掘进巷道断面，11.47m2
V—掘进工作面，最低风速取15m/min
（2）、掘进工作面局扇选型：
Q吸1= Q掘／（1－P百）m=180/(1-2％)14 =240m3／min
其中：Q吸1—选定局扇的吸风量m3／min
Q掘—掘进工作面最低需要风量，取180m3／min
P百—柔性风筒百米漏风率，取2％（根据矿井风量计算细则）
M—独头通风百米长度指数（即：1400m，M取14）
根据实测，供风距离1400米时吸风量为260m3／min，FBD5.6／2×30型局扇实际最大吸风量320m3/min。
（3）、掘进工作面全风压风量计算
根据《煤矿安全规程》规定，局扇安装点到回风口之间的最低风速不得低于0.15m/s，最后确定全风压供给掘进工作面的风量。
计算公式为：
Q掘全＝Q吸2＋9S＝320＋9×12＝428 m3／min
式中：Q掘全—全风压供给掘进工作面的风量
Q吸2—选定局扇的最大吸风量m3／min
S—局扇安装地点的巷到断面，取12㎡
则全风压供给该局部通风机风量为：428 m3／min
2、掘进工作面风量验算
(1)掘进工作面温度和炸药量验算
工作面温度22OC，最大炸药量20Kg，风量100，而本工作面最低需要风量为180 m3／min，符合要求。
100 m3／min <180m3／min
（2）按瓦斯绝对涌出量验算：
根据《煤矿安全规程》第136条规定，采掘工作面回风流中，瓦斯浓度不超过1％进行验算：
Q瓦／Q掘＝（0.3÷180）×100％＝0.167％<1%符合要求
其中：Q瓦—本掘进工作面瓦斯绝对涌出量取0.3m3／min
Q掘—掘进工作面最低需要风量取180m3／min
3、按二氧化碳绝对涌出量验算：
根据《煤矿安全规程》第136条规定，采掘工作面回风流中，二氧化碳浓度不得超过1.5％进行验算：
QCO2／Q掘＝（0.5÷180）×100％＝0.28％<1.5%符合要求
式中：QCO2—掘进工作面二氧化碳绝对涌出量取0.5m3／min
Q掘—掘进工作面最低需要风量取180m3／min
（4）按最多工作人数验算，每人每分钟供给风量不低于4m3。
Q掘/N＝180÷24＝7.5 （m3／min）>4（m3／min）符合要求
式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，取N＝24人。
根据以上验算，选择用FBD5.6／2×30局部通风机供风能满足工作面掘进要求。
三、局部通风机安装地点和通风系统
局部通风机安设在主井西绕道的新鲜风流中。
通风系统：进风系统 主井井筒→ 主井西绕道→轨道石门→人行等候通道→回风集中下山→轨道顺槽→1301切眼→迎头。
回风系统 迎头→1301切眼→轨道顺槽→集中回风上山→风井绕道→风井。
附：通风系统示意图6－1。
第二节 防瓦斯与综合防尘系统：
一、防瓦斯：
1）加强工作面“一炮三检”，认真填写检测记录。
2）当瓦斯浓度≥1%时，CO2浓度≥1.5%时必须停止作业、撤出人员并汇报调度室采取有效措施后方可进行施工。
3）安设风电闭锁及瓦斯电闭锁，瓦斯断电仪探头置于距迎头小于5m,离顶小于300mm，离帮200---500mm的风筒另一侧。当瓦斯浓度≥1.0%时，自动报警；当瓦斯浓度≥1.5%时，自动切断掘进巷道内所有设备电源。
安全检测仪器仪表布置示意图见附图九。
二、综合防尘：
湿式凿岩；定期冲刷巷帮；放炮使用水炮泥；放炮时使用高压远程喷雾；喷雾洒水；装岩洒水；煤矸转载点设喷雾洒水装置；净化风流；加强通风及个体防护。
综合防尘系统图见附图十。
第三节 运输系统：
运输路线：迎头煤矸→刮板输送机→1301顺槽皮带→回风下山皮带→风井人行等候通道→轨道石门→副井。
运输系统图见附图十一。
第四节 排水系统：
施工用水及少量淋水可随煤矸由皮带运走。
迎头淋涌水→水泵（7.5KW潜水泵；45KW卧泵；89 mm排水管进行接力排水）→-312水平主水仓→地面
第五节 供电系统
该迎头掘进施工中，电源来自-312采区变电所，供电方式为集中供电，经DW80-350开关橡胶电缆接至DW80-200开关，经过开关接至不同平方橡胶电缆，向迎头各设备供电；电缆要吊挂整齐，电缆钩每2m一个，电缆的垂度不大于50mm。配电点设置在距迎头100m以外的安全地点，迎头供电必须采用风电闭锁、瓦斯电闭锁、检漏继电器等设备。
当巷道开门距离短、机电设备设施较少，U3*50+1*16难以敷设时，可采用小截面橡胶电缆及风电闭锁开关，但电缆截面及开关容量必须满足用电设备设施的需要。盘圈或盘“8”字形的电缆不得带电。
巷道内的通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧，如果受条件所限，应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。
高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高、低压电缆之间的距离应大于100mm。高压电缆之间、低压电缆之间的距离不得小于50mm。
供电系统：
-312采区变电所→轨道石门→行人等候通道→回风下山→1301轨顺→1301切眼剥采工作面。
具体见附图。
第七章 灾害防治及避灾路线
该巷施工主要灾害为顶板，其次是煤尘、瓦斯、水害。顶板的防治以强化“敲帮问顶”制度、加强巷道支护为主； 煤尘的防治以加强巷道施工综合防尘措施为主；水害的防治以加强“有疑必探，先探后掘”的施工原则为主，并做好排水设备、设施的配置；瓦斯防治以加强“一炮三检”及正常使用瓦斯断电装置为主。
1、避水路线：
当迎头发生水灾时，撤出路线为：
迎头→1301轨道顺槽→回风下山→行人等候通道→轨道石门→副井→地面
2、避火路线：
当迎头发生火 灾时，人员要配带好自救器 ，撤出路线为：
迎头→1301轨道顺槽→回风下山→行人等候通道→轨道石门→副井→地面
3、避煤尘、瓦斯爆炸路线：
迎头→1301轨道顺槽→回风下山→行人等候通道→轨道石门→副井→地面
具体避灾路线见避灾路线图。
（附图十三）
第八章 安全技术措施
第一节 技术措施
1、切眼成巷后净宽为7200mm，净高3000mm。
2、切眼施工采用“四六制”作业，四班掘进支护；同时严格沿3煤顶板及测量所给中线施工。
3、切眼施工采取“导硐掘进，剥帮返扩成形”分次施工成巷；即由切眼自西向东掘进导硐,导硐结束后再由西向东剥南帮返扩施工。
4、导硐采取上台阶施工，且上台阶超前6—10 m，剥帮采取全断面一次成巷。
5、为便于切眼尽快成巷，轨顺掘进队由西向东掘进切眼导硐施工完毕后，再向掘进皮带顺槽200m，由回风下山掘进队自西向东剥帮施工切眼，刮板输送机运煤。
6、开门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），以加强切眼两端头支护强度。
7、鉴于导硐设置于切眼西侧（帮），为便于后期剥帮出矸，以加快剥帮速度，在不影响导硐扒矸机、皮带等运输系统的前提下，扒矸机尽可能靠导硐东帮安设。
8、施工中要求每小班必须设专人进行导硐北帮的敲帮问顶工作，每20分钟1次（放炮前后必须进行1次），以防片帮伤人。
9、导硐掘进中遇有顶板松软破碎或其它地质变化时，必须采取短掘短支（掘一排支一排），并及时安设锚索（或梁），同时缩小锚杆间排距，以加强支护。
10、“剥帮返扩”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小于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。
11、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。
12、切眼剥帮施工时应一并将煤机机窝掘出。
13、剥帮掘进时为加强顶部锚梁网支护强度，剥帮段钢筋梯安设与导硐钢筋梯相错开半排钢筋梯间距（400mm）。
14、单体钢梁支护沿切眼纵向布置2列，其间距2800mm。单体梁采取“一梁三柱”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500mm，允许偏差±100mm。
15、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，且柱下穿鞋最多3块。
（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。
（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脚手架或工作平台，同时确保架（或平台）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(或工作平台)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）钢梁至少有三处（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。
16、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。
17、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。
18、放炮母线须随用随挂。
19、漏煤眼必须留有一定存煤，不得放空。
20、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。
21、巷道掘进遇有地质构造时（煤岩松软破碎、突水征兆、煤岩层变化较大、煤岩层位及倾角变化较大等），必须探水掘进。探眼深度不小于3.0m，数量不小于3个，探眼可距巷道底板1.0m处与迎头成20度沿水平方向向前各打1个。探眼打完及时观察出水情况，发现异常必须停止作业，撤出人员，汇报调度室及工区，以便采取有效措施。
22、距迎头200m范围内必须备用3架架棚料，以备急用。
23、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10t。
24、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。
25、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。
26、巷道每掘进30米做1次锚杆拉力试验，每组不少于3棵，并认真填写好试验记录，当地质件发生变化时另抽样1组。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3t(2t)后应缓慢升压达到7t(5t)，然后停止操作，并将油泵卸压。如遇锚杆拉断必须及时补打。
27、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。
28、风水管路、电缆严格按巷道断面图布置，吊挂成一线。
29、巷道内物料摆放整齐，巷道卫生无积水、淤泥、杂物。
30、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。
31、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。
32、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。
33、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。
34、巷道施工质量标准严格执行《国有重点煤矿质量标准化标准》。
附：巷道质量标准表
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、开门前，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、开门前，应提前按设计要求，安设局部通风机接好风筒，准备各种支护材料。
5、上顺槽在20号点前62.6米开始，轨顺下帮扩宽500毫米，宽度为4200毫米，采用双排锚索梁支护。切眼以外20米为平巷。
第三节 “一通三防”管理
一、通风管理
1、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。
2、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％。
3、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。
4、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。
5、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。
6、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。
7、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。
8、巷道贯通预透必须遵守下列规定：
①掘进巷道贯通预透前20m，通风部门必须预计贯通预透后的通风系统，做好贯通预透后调整通风系统的准备工作。贯通前20m必须停止一个工作面作业。
②贯通预透时，必须有专人在现场统一指挥，停掘、预透的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前，必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1% 以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口必须有专人警戒。
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、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、当巷道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、锚网喷巷道洒水养护，7天以内，每班洒水一次， 7天以后，每天洒水一次，养护时间不少于28天。
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、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。
27、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。
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）、掘进机配合刮板运输机接力运输，掘进机或刮板运输机工作时，不得有人在其间通过或停留。
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。
附：锚网支护强度验算
按单独使用锚杆加固拱理论计算：
锚杆长度：L=N（1.1+W/10）
N——围岩影响系数
Ⅱ类围岩——N=0.9
Ⅲ类围岩——N=1.0
Ⅳ类围岩——N=1.1
Ⅴ类围岩——N=1.2
W——巷道宽度，m.
本巷穿过岩层为Ⅳ——Ⅴ类围岩（全煤f=0.8——1.2），取N=1.15；
本巷掘进宽度W=4.4m.
所以：L=1.15(1.1+4.4/10）=1.77m
锚杆间距：M≤0.5L=0.5×1.77=0.885m=885mm
锚杆直径：d=L/110=1.77m/110=0.0161m=16.1mm
通过以上计算并结合运河煤矿实际，确定顶部选用Φ20×2200mmⅡ级钢筋锚杆,帮部选用Φ18×1800mm钢筋锚杆;其排距为1000mm，间距为900mm
单体液压支护强度验算
液压支柱型号:D831
最大支撑高度3150mm,最小支撑高度2300mm,伸缩行程856mm,额定工作阻力:300KN,初撑力142～190KN。
本工作面3层煤厚平均7.5m,最厚8.1m,切眼宽度为7.2m,切眼高度为3.0m,顶板厚度最大H=5.1m,支护间排距为2.8×1.0m.
单体液压支护密度为:M=(7.0×1.0)/2=3.5m2/棵
公式验算：Q=KMHrg=1.2×3.5×5.1×1.3×9.8=272.89<300KN（其中K为备用系数，r为煤的比重）
根据以上计算2.8×1.0m的支护形式满足切眼的支护强度。
