904溜子道掘进巷道作业规程

　　第一章 概 况

　　第一节 概述

　　一、巷道名称

　　本《作业规程》掘进的巷道为904溜子道。

　　二、巷道用途

　　回采904工作面，满足回采对通风、行人运输及管线敷设的要求。

　　三、巷道设计长度及服务年限

　　巷道设计长度：60m。

　　服务年限：6个月。

　　四、预计开竣工时间

　　本掘进工作面自2010年1月份开工，预计2010年2月份竣工。

　　五、巷道布置

　　巷道布置平面图(图1-1-1)

　　六、施工特殊要求

　　904溜子道要按地测人员给定的腰线掘进，把握好溜子道与-480运输巷之间的距离。

　　第二节 编写依据

　　一、设计说明书及批准时间

　　设计说明书名称为《904工作面设计说明书》，批准时间为2009年11月5日。

　　二、地质说明书及批准时间

　　地质说明书名称为《904工作面地质说明书》，批准时间为2009年11月5日。

　　三、矿压观测资料

　　1、同煤层邻近采区矿压资料

　　同一煤层同一采区903掘进工作面矿压观测资料分析如下：

　　(1)直接顶初次垮落步距为9m。

　　(2)老顶初次垮落步距为25m，周期来压步距为16m。

　　(3)顶板来压强度为352.8 KN/m2。

　　(4)底板比压值为16.7MPa。

　　2、工作面顶板类别及矿压分析

　　(1)顶板类别

　　根据原煤炭部关于试用《缓倾斜煤层工作面顶板分类》方案，结合集团公司《顶板管理实施细则》及矿压资料，该工作面顶板定为Ⅱ级2类。

　　(2)工作面矿压分析

　　根据同一煤层同一采区903工作面矿压观测资料分析，预计本工作面：

　　①直接顶初次垮落步距为9m。

　　②老顶初次垮落步距为25m，周期来压步距为16m。

　　③顶板来压强度为352.8 KN/m2

　　④底板比压值为16.7MPa。

　　四、其他技术规范

　　本《作业规程》依据《煤矿安全规程》、《安全生产法》、《矿山安全法》、《矿山安全监察条例》、《江苏煤矿安全技术操作规程》等编制。

　　第二节 煤(岩)层赋存特征

　　一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数和层间距

　　904溜子道布置在小湖系9煤层中，煤层走向33°～55°。倾向123°～145°。9煤层呈油脂、玻璃光泽，属半亮型煤，块状为主，断口平坦，裂隙发育，属于低灰低硫，高挥发份，高热值的气煤，平均厚度为1.8米。该煤层较稳定，厚度1.6～2.2m，平均煤厚1.8m。煤层硬度f=2～3。煤层具有自燃发火倾向，属Ⅱ类自燃。煤尘具有爆炸性，爆炸性指数38.8%，见表2-2-2。

　　煤层顶底板情况见表2-3-3。

　　煤岩层综合柱状(见图2-1-2)

　　第三节 地质构造

　　904溜子道区域不存在断层构造。地层走向33°～55°，123°～145°。

　　第四节 水文地质

　　904溜子道区域水文地质情况筒单， 9煤层顶板含砂岩层数较多，但对9煤层开采有影响的只有一层，该砂岩层位于9煤层直接顶以上，厚度30m，距9煤层顶板16m，富水性一般。据902、903工作面回采资料，回采时正常涌水量7m3/h，最大涌水量15 m3/h。下部屯头系四灰含水层，是本区最主要的含水层之一。根据中国矿业大学提供的《宏安集团马庄煤矿小湖系一采区水害评价与防治方法研究报告》中的数据，本区域四灰距9煤层60m，无断层构造，没有裂隙导通四灰，四灰对掘进无影响。

　　第三章 巷道布置及支护说明

　　第一节 巷道布置

　　一、巷道位置

　　904溜子道位于9煤层-475m水平，由904工作面溜子道三角门口处开窝向南按腰线，根9煤层掘进。

　　二、工程量

　　总工程量为60m。

　　三、巷道断面

　　904溜子道采用锚网支护，断面为直角梯形，腰线处(腰线距道面1m)净宽3.0m，上帮净高3.1m，下帮净高1.6m。净断面积 S=(3.1m+ 1.6m)×3.0m×1/2=7.05m2。

　　巷道支护断面图(图3-1-3)。

　　四、巷道开口施工

　　1、巷道开口前先对开口附近锚网支护进行加固，失效锚杆、锚索及时补打。

　　2、巷道开口时先拆开口处锚网，用手搞刨开网，处理好拐角后放小炮掘进。

　　第二节 矿压观测

　　904溜子道进行顶板离层监测、锚杆载荷监测，观测内容、目的及手段见表3-1-4。

　　表3-1-4 矿压观测内容、目的及手段一览表

　　第三节 支护设计

　　一、支护方式

　　1、临时支护

　　使用12#槽钢焊插爪而成，长度1m，挂钢筋梁上，前挑0.8m，每网2根，尾部用木楔打劲。

　　2、永久支护

　　采用锚网支护方式作为永久支护，支护材料为左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆、菱形金属网、钢筋梁、锚索等材料。

　　二、支护设计

　　采用工程类比法，根据本矿同煤层903工作面矿压观测资料，支护方式与参数和经验方式进行设计。

　　支护类型：锚网支护。

　　支护材料及工艺要求：

　　1、顶锚杆采用18MnSi左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，L=2.2m。间×排距=800mm×1000mm，采用钢筋梁，挂铁菱型网，锚杆铁托盘作护垫。帮锚杆采用18MnSi左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，L=1.8m。间×排距=900mm×1000mm。采用钢筋梁，挂铁菱型网，锚杆铁托盘作护垫顶锚杆距上下肩宽的距离为200mm，上帮锚杆距顶底板的距离为200mm，下帮锚杆距顶板距离为500mm距底板的距离为200mm。

　　2、钢筋梁：用Φ=12mm圆钢焊接。

　　3、锚杆尾丝外露10mm～40mm。

　　4、金属菱形网用10#铁丝加工而成，规格为50×50mm。网压茬宽度100mm～200mm，用10#铁丝连接，将网拉紧压实，紧贴巷道围岩表面，连接点间距不大于200mm。

　　5、顶锚杆扭矩不低于150N·m，帮锚杆扭矩不低于100N·m。每班接班后，必须对顶、帮锚杆螺母进行“二次紧固”。

　　6、顶部、上帮永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，距离迎头的最大控顶距离不得超过一个循坏进尺加0.3m的距离。一个循环结束后紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大控顶距离大于0.3m，必须采取临时支护措施。

　　7、下帮永久支护最大可滞后8排，若围岩破碎时，应根据现场情况适当缩小滞后距离。空帮时间最多不超过72小时。

　　8、顶板锚索按“二一二”布置，选用7m长、直径15.24mm高强度低松驰预应力钢绞线。间距×排距=1.8m×3.0m。双锚索沿巷道顶板中心两侧对称布置，间距1.8m。锚索每眼孔使用CK23/35、Z23/35型树脂锚固剂各2卷，锚索外露≤300mm。锚索预紧力120KN～140KN。若顶板破碎时，可适当增加锚索，其加强支护延伸到正常巷道的距离不得小于5m，锚索尾端距巷道底板小于1.8m时，必须加防护套。

　　9、巷道每300根锚杆做一组抗拔力测试，一组不低于3根(顶2根、帮1根)，顶锚杆抗拔力不低于80KN，帮锚杆抗拔力不低于60KN，同时测试一组锚索，抗拔力一般以锚索设计值的50%为宜，锚索的理论设计极限载荷不小于240KN。

　　三、质量标准与检验

　　质量标准与检验见表3-3-6。

　　第四节 支护工艺

　　1、施工顺序

　　安全检查(顶板、瓦斯、工程质量等)→打眼装药联线爆破→敲帮问顶→挂前探支护→出货→打锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量。

　　2、掘进落煤、出煤，循环进尺1000mm。

　　3、安装顶板锚杆

　　(1)进行临时支护：铺设铁菱型网、上钢筋梁。

　　(2)打顶板锚杆孔：采用1台锚杆机按钢筋梁孔位由巷道两帮向中间打眼，巷道顶板锚杆眼孔深总长2200mm。

　　(3)送树脂药卷：在锚杆孔眼装入1节CK23/35和1节Z23/35树脂药卷，用装好的锚杆将树脂药卷慢慢推入孔底。

　　(4)搅拌树脂药卷：用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后开动锚杆机边搅拌边推进，推入孔底搅拌20-30s后停止。

　　(5)紧固锚杆：60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至150N·m以上。

　　4、安装帮锚杆

　　(1)两帮连接菱型网、铺设钢筋梁。

　　(2)按设计部位施工巷道帮锚杆眼：采用1台锚杆机或煤电钻，1800mm长锚杆，Φ27mm钻头，打1800mm深钻孔。

　　(3)送树脂药卷：穿过钢筋梁孔眼装入1节CK23/35和1节Z23/35树脂药卷，用组装好的锚杆将树脂药卷慢慢推入孔底。

　　(4)搅拌树脂药卷：将锚杆机或煤电钻与锚杆螺母连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动锚杆机或煤电钻边搅拌边推进，推入孔底搅拌20s～30s后停止。

　　(5)安装锚杆：60s后再次开动钻机，将托盘快速压紧岩面，安装完毕，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至100N·m以上。

　　5、安装顶板锚索：

　　(1)打顶板孔眼：打眼深度为7000mm。

　　(2)送树脂药卷：向孔内装入2节CK23/35和2节Z23/35树脂药卷，用钢绞线将树脂药卷慢慢推入孔底。

　　(3)搅拌树脂药卷：用搅拌接头将锚杆机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边推进边搅拌，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌20～30s后停机。

　　(4)张拉钢绞线：10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为120KN。

　　6、锚索网支护技术要求

　　(1)钢筋梁规格：顶钢筋梁4.5m，上帮钢筋梁2.9m，下帮钢筋梁1.8m。顶锚杆为Φ18mm×2200mm锚杆，帮部锚杆为Φ18×1800mm锚杆。锚索规格Φ15.24×7300mm的钢绞线。

　　(2)锚杆角度：锚杆垂直于顶部及巷帮，顶部最上部锚杆垂向布置，顶板及两帮两端锚杆以750向帮顶打入。

　　(3)金属网规格为1100mm×2000mm。金属网搭接100mm，用铁丝联网，联网扣间距200mm。

　　(4)顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面，锚杆扭矩达到设计要求。

　　(5)顶、帮部锚杆每眼使用CK23/35和Z23/35树脂药卷各1卷，CK23/35锚固药卷在眼底，锚索眼使用CK23/35树脂药卷2卷及Z23/35树脂药卷2卷，CK23/35锚固药卷在眼底。

　　(6)锚杆、锚索搅拌时间为20-30s，搅到眼底后，必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机，锚杆开始预紧，锚索开始张拉，锚索预紧力不小于120KN。

　　(7)锚杆必须做拉力试验，煤巷必须做顶板离层监测。

　　(8)顶板破碎、压力大时，采用Φ18mm×2200mm锚杆支护超前管理顶板。

　　(9)顶部和帮部锚杆的间排距分别为800mm×1000mm、900mm×1000mm。

　　(10)当顶板比较完整时，顶板每3排安装2根Φ15.24×7300mm的锚索，隔3排安装1根Φ15.24×7300mm的锚索，成“二一二”布置，锚索间排距为1800mm×3000mm。当顶板变差时，可根据现场实际情况，在3排之间再增补1～2根锚索用以加强支护。严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。

　　(11)施工单位要经常检查巷道顶板情况，发现断锚断索时要及时补充。

　　第四章 施工工艺

　　第一节 施工方法

　　采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。

　　1、掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆。

　　2、永久支护为锚网支护，工作面临时支护必须采用前探支护，支护紧跟工作面。

　　3、按地测员给定的腰线施工，沿9号煤层掘进，巷道开口前先对开口附近锚网支护进行加固，失效锚杆、锚索及时补打，巷道开口时先拆开口处锚网，用手搞刨开网，处理好拐角后放小炮掘进。

　　4、装载运输采用人工装煤，工作面搪瓷溜子运输，溜子道刮板输送机运输，溜煤眼搪瓷溜子运输。

　　5、交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作。当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探支护、用刹顶木、木楔使其接顶，并打紧背牢，然后出煤、打锚杆，以此为一个循环。

　　第二节 凿岩方式

　　采用爆破方法破岩

　　一、打眼机具

　　打煤眼采用MZ-12型湿式煤电钻2台，1台工作，1台备用。配备1.4m麻花钻杆2根。打锚杆眼采用气动锚杆钻机MQT-85J2型2台，1台工作，1台备用。配备1.0m锚杆钻10根。

　　二、降尘方法

　　采用湿式打眼、使用水炮泥、放炮喷雾、装煤岩前洒水、装煤岩过程中开放水幕等方法降尘。

　　第三节 爆破作业

　　掏槽方式为直眼掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。

　　一、爆破器材

　　使用二级煤矿乳化炸药，药卷规格为Φ32mm×200mm，重150g，毫秒电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。

　　二、装药结构

　　全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得弄断雷管脚线。

　　三、起爆方式

　　爆破网络采用大串联全断面一次起爆。

　　四、炮眼布置图及爆破说明书

　　炮眼数目和装药量的确定：

　　根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量

　　Q=q×S×l×n

　　式中 q——单位炸药消耗量，q=1.5kg/m3;

　　S——巷道断面积，m2,7.05m2;

　　l——炮眼深度，m，取1.2m;

　　n——炮眼利用率，取0.85。

　　根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目

　　N=q×S×m×n/(x×p)

　　式中 N——炮眼数目，个;

　　m—每个药卷长度,取m=0.2m;

　　x——炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5;

　　p——每个药卷重量，取0.2kg。

　　根据以上两个公式，确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为：

　　Q=1.5×7.051.2×0.85=10.79(kg)

　　N=(1.5×7.05×0.2×0.85)/(0.5×0.2)=18(个)

　　实际炮眼数量取18个。

　　炮眼布置图(图4-1-4)

　　五、施工质量技术要求

　　1、打眼前必须由班组长、放炮员共同按施工中腰线找出巷道周边轮廓线，标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。

　　2、必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道中线处高度不小于2350mm，不大于2550mm，底板保持平整。

　　3、中线至任何一帮的距离偏差允许在-100mm≤x≤100mm之间。

　　第四节 装载与运输

　　一、装载与运输方式

　　1、装、运煤矸：采用爆破落煤为主，手镐落煤为辅。在掘进巷道中使用1部刮板输送机将煤运至904溜煤眼，经搪瓷溜子至-480m运输巷装入矿车。最后由CDXT-2.5B型电瓶车牵引至-480m外车场。

　　2、材料及设备运输：材料及设备由主井送至-480m运输巷，再用矿车或料车将材料和设备运至904溜煤眼，最后人工送入施工迎头。

　　二、运输设备的铺设及安全设施

　　1、使用SGD-320/17B型刮板运输机1部。

　　2、性能参数：

　　设计长度 60m

　　输 送 量 40t/h

　　链 速 0.63m/s

　　减速器速比 1：17.466

　　电动机功率 17KW

　　电动机电压 660V

　　圆环链规格 Φ14mm*50mm

　　刮板间距 700mm

　　中部槽规格 1200mm*320mm*150mm

　　3、铺设要求：

　　(1)刮板输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷帮距离不小于500mm。

　　(2)刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。

　　(3)刮板输送机机头、机尾必须打压柱。

　　第五节 管线布置

　　1、在掘进巷道中，风管、水管敷设在非人行道一侧，采用2寸钢管和1寸胶管，管路悬挂点距巷道底板高度不低于0.3m。供水管路(铁管)距迎头不超过20m，设三通、软管紧跟迎头，以满足洒水需要。接口要严密，不得出现漏水、漏风现象。

　　2、在掘进巷道中，电缆敷设在人行道一侧，各种电缆必须悬挂在电缆钩(每1.5m 1个)上，且每钩只准挂一根电缆，悬挂高度不低于1.6m，电缆垂度不超过50mm。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不小于0.2m。

　　3、在掘进巷道中，风筒使用直径400mm的阻燃风袋，敷设在非人行道一侧，在最上面一趟管路上方0.6m处，做到逢环必挂，平直整齐，不影响运输和行人。风筒出风口到迎头不大于5m。

　　第六节 设备及工具配备

　　设备配备见表4-2-8

　　表4-2-8 设备一览表

　　第五章 生产系统

　　第一节 通风

　　一、通风方式及供风距离

　　采用压入式通风，供风距离为200米。

　　二、掘进工作面风量计算

　　结合矿井通风现有设备情况，按照工作面掘进的顺序和掘进供风距离，掘进时采用JBT-5.5×2型对旋式局部通风机(11KW)，净断面为7.05㎡。直径400㎜风筒供风。掘进最长供风距离为200m。实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换。

　　(一)局部通风机及风筒的选择：

　　1、掘进工作面的需要风量：

　　(1)按照瓦斯绝对涌出量计算：

　　Q掘1=100×q掘×K掘(m3/min)

　　=100×0.2×2

　　=40 m3/min

　　式中：

　　Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min。

　　q掘—掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min，取0.2 m3/min。

　　K掘—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2。

　　100—掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。

　　2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量：

　　Q掘2=60×V掘×S掘max×K温，m3/min

　　=60×0.25×7.05×1.2

　　=127 m3/min

　　式中：

　　V掘 —局部通风机供风井巷巷道最低允许风速，m/s;全岩巷道V掘≥0.15m/s; 煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25m/s。

　　S掘max —局部通风机供风井巷的设计最大净断面积，取7.05m2

　　K温 —局部通风机供风巷道空气温度调整系数，按温度在23℃～26℃之间进行计算，K掘取1.2;

　　3、按掘进工作面同时作业人数进行计算：

　　Q掘3>4N

　　Q掘3>80 m3/min

　　式中：

　　N — 掘进工作面同时作业最多人数，按20人计算;

　　4 — 每人每分钟供风量，m3/min

　　4、按风速进行验算：

　　15S掘max

　　108 m3/min<135 m3/min<1296 m3/min

　　式中：

　　Q掘—掘进工作面的风量，m3/min;根据以上计算取最大值，为127 m3/min;

　　S掘max —局部通风机供风巷道的最大净断面积，m2;取7.2 m2;

　　S掘min —局部通风机供风巷道的最小净断面积，m2;取5.4 m2。

　　5、按掘进工作面有害气体的浓度验算：

　　回风流中甲烷或二氧化碳浓度不得超过1%;其他有害气体浓度应符合《煤矿安全规程》中的有关规定。

　　q/ Q=0.10÷127=0.0008 m3/min<1%

　　式中：

　　q—掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min;

　　Q—掘进工作面需要的风量为127 m3/min。

　　因此，904溜子道掘进时需要风量为127 m3/min。

　　6、掘进工作面风量、风速测算：

　　(1)平巷断面积7.05m2，掘进工作面实际需要风量127m3/min，验算9煤平巷风速为：

　　V=Q/S=127/7.05×60=0.3m/s

　　2、根据《煤矿安全规程》中一百零一条规定，掘进岩巷最低允许风速0.15m/s，最高允许风速为4m/s，以上计算出的平巷风速为0.3m/s，符合《煤矿安全规程》规定。

　　(二)局部通风机安装处全风压供风量的计算：

　　Q掘 = ∑Q扇+60×V×S

　　=240+60×0.15×7.05

　　=303m3/min

　　Q掘—局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min

　　∑Q扇—安装在巷道段局部通风机的需要吸风量，m3/min

　　V—局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的最低允许极限风速，取V=0.15m/s。

　　S—局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的巷道断面，取7.05m2。

　　三、局部通风机的安装要求

　　1、局部通风机安装在-480m运输巷新鲜风流中，并距回风道不小于10m。选用直径400㎜的胶质双反边风筒。

　　2、局部通风机必须吊挂在巷道顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于300㎜。

　　3、局部通风机开关必须上架，风筒距迎头不得大于5m，保证工作面足够新鲜风流。

　　4、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换，并完善“两闭锁”(风电闭锁、瓦斯电闭锁)。

　　5、风筒必须吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，并且平直，不出现拐死弯现象。

　　6、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。

　　7、必须保证局部通风机连续，不准无故停电，停风。

　　四、通风设施质量要求

　　1、墙体用不燃性材料建筑、厚度不小于0.5m。严密不漏风(手触无感觉、耳听无声音)。

　　2、墙体平整(1m内凸凹不大于10mm，料石勾缝除外);无裂缝(雷管脚线不能插入)、重缝和空缝。

　　3、墙体周边掏槽(岩巷、锚喷、砌碹巷道除外)，要见硬顶、硬帮，要与煤岩接实，四周要有不少于0.1m的裙边

　　4、设施周围5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥

　　5、密闭内有水的设反水池或反水管;自然发火煤层的采空区密闭要设观测孔、措施孔，孔口封堵严密。密闭前无瓦斯积聚，要设栅栏、警标、说明牌板和检查箱(入、排风之间的挡风墙除外)

　　6、风门一组至少两道，能自动关闭，要装有闭锁装置。门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，调节风窗的调节位置设在门墙上方，并能调节。

　　五、一通三防安全技术要求

　　通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s，保证工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。

　　六、通风系统

　　1、进风：

　　主、副井→-10m运输巷→-10m提升下山→-320m车场→-320m下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m提升下山→-480m运输巷→局部通风机→风筒→迎头。

　　2、回风：

　　迎头→904回风巷→904风桥→-420m行人下山→-480m岩石巷→-480m回风巷→-480m回风上山→-460m回风上山→-420m回风上山→-370m北巷→-370m北巷上山→-320m北巷→-320m回风巷→-320m回风上山→-145m回风巷→-10m回风上山→-10m回风巷→斜井→地面

　　通风系统示意图(图5-1-5)

　　第二节 压风

　　一、压风风源及方式

　　压风风源：来自地面空气压缩机。

　　压风方式：通过4寸钢管、2寸钢管和1寸胶管沿路接入迎头。

　　二、压风设备

　　地面压风机房选用2台L-22/7型空气压缩机，1台工作、1台备用。

　　技术性能参数见下表5-2-10

　　三、压风路线

　　地面压风机房→副井→-10m回风巷→-145m回风上山→-145m回风巷→-325m回风上山→-320m回风巷→-320m车场→-320m新下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m行人下山→-480m运输巷→904溜子道→迎头。

　　压风系统示意图(图5-2-6)

　　第三节 瓦斯防治

　　一、概述

　　根据提供的地质资料，马庄煤矿为低瓦斯矿井，没有高瓦斯区域和瓦斯异常区，施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。

　　二、瓦斯检查

　　1、运输巷内的风速、风量必须符合《煤矿安全规程》关于煤巷巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s;每人每分钟应供给的最低风量不得少于4m3/min的规定。

　　2、严格执行《煤矿安全规程》关于运输巷空气成分和温度应符合的规定。

　　1)采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。

　　2)有害气体的浓度不超过表5-3-11规定。

　　表5-3-11 矿井有害气体最高允许浓度

　　名称最高允许浓度/%

　　一氧化碳0.0024

　　氧化氮0.00025

　　二氧化硫0.0005

　　硫化氢0.00066

　　氨0.004

　　3)进风口以下的空气温度必须在2℃以上。

　　4)采掘工作面空气温度不得超过26℃;机电设备硐室空气温度不得超过30℃;采掘工作面空气温度超过30℃、机电设备硐室空气温度超过34℃时，必须停止作业。

　　3、必须有专职瓦斯检查员按规定检查瓦斯和二氧化碳，严格执行瓦斯检查管理规定，及时填写瓦斯检查记录;加强瓦斯牌板的管理，每班至少检查2次，班与班、次与次间隔时间为3～4小时。

　　4、瓦斯检查点分别设在：工作面迎头处、工作面回风流。瓦斯检查牌板应设置在回风巷中，距迎头50m附近，检查结果要及时向调度室汇报。

　　5、瓦斯检查班报表必须有夜班、早班、中班瓦斯检查员签字，内容检查地点的瓦斯记录，并上报总工程师和矿长。做到班报、牌报、日报三对口，不得空班、漏检、假检。

　　6、甲烷传感器由安全监测人员每隔10天使用标准气样和空气样调校一次，每隔10天对瓦斯断电功能进行测试。必须每班检查安全监控设备及电缆是否正常，使用光学瓦斯检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员;当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在6小时内对两种设备调校完毕。

　　7、必须妥善保护好甲烷传感器，并由专人进行维护。洒水时严禁将水洒到甲烷传感器上。当瓦斯超限或出现监控系统报警时，要按规定立即安排撤人，并按规定查明原因进行处理。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围和安装位置必须符合《煤矿安全规程》的要求(具体见安全监控)，并定期进行标校，保证探头灵敏可靠。

　　8、瓦斯报警或瓦斯断电后，必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，进行处理。待瓦斯浓度降至安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送电，恢复生产。

　　第四节 综合防尘

　　防尘水源来自地面和-10m水平静压水池，水质清洁，水中悬浮物含量不超过150㎎/L，粒径不大于0.3mm。供水水量为30m3/h，水压为4.1Mpa，满足工作面用水需求。分别用3寸钢管、2寸钢管和1寸胶管接入迎头。

　　防尘系统路线如下：

　　地面静压水池水(-10m水平静压水池水)→-10m提升下山→-325m车场→-325m新下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m行人下山→-480m运输巷→904溜子道→迎头。

　　具体防尘措施如下：

　　1、掘进工作面采用湿式打眼、放炮喷雾、净化水幕，刮板机机头、机尾使用转载点喷雾，装车处使用装煤洒水。定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，迎头向后20m以外的巷道由通风班专人两天冲刷一次。迎头向后20m以内的巷道由掘进工区施工人员每班结束前洒水。

　　2、因掘进工程量较短，在巷道中设1道移动水幕，紧跟工作进展，距迎头30～50m。掘进巷道内沉积煤尘长度小于5m，厚度小于2mm。

　　3、水幕和转载点喷雾不得用铁丝捆绑固定，要用焊接固定架，水幕固定架长度不得小于巷道宽度的90%，水幕安装距顶板距离不大于300m。

　　4、防尘管路铺设：防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。

　　5、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。

　　6、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。

　　7、掘进巷道总长60m，无需在巷道中单独设置隔爆水棚。

　　综合防尘系统示意图(图5-3-7)

　　第五节 防灭火

　　掘进工作面防火水源：防灭火水源来自地面和-10m静压水池。分别用3寸钢管、2寸钢管和1寸胶管接入迎头。

　　防尘系统路线如下：

　　地面静压水池水(-10m水平静压水池水)→-10m提升下山→-320m车场→-320m新下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m行人下山→-480m运输巷→904溜子道→迎头。

　　具体防灭火措施如下：

　　1、巷道内浮煤要定期冲洗和清扫。

　　2、井下使用易燃物(入棉纱、润滑油、布头、纸等)必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔，严禁将剩油、废油留在巷道内或硐室内。

　　3、严禁将剩油、废油泼在巷道内。

　　4、严禁明火作业和电气设备失爆。

　　5、用静压水管作为消防水管。

　　6、井下灭火灾时必须严格按《煤矿安全规程》的规定执行。

　　7、若电气设备着火时，先切断电源，然后用沙子灭火。

　　8、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。

　　9、管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。消防器材设置地点见防灭火系统示意图，每处灭火器数量不少于2台，防火沙不少于0.2m3。

　　10、消防材料库设在-420m回风巷中，备用材料充足。

　　11、遇到火灾时，应视火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。灭火过程中，必须由班组长统一指挥，在通风、安监人员的监督、监护下进行，并要指定专职瓦斯员检查有害气体和风向、风量的变化，采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报调度室。如果控制不住火势，所有人员应戴上自救器，向进风方向迅速撤离。灭火、撤离过程中，所有人员必须听从瓦斯检查员指挥。

　　12、加强机电设备管理，严禁失爆，做到无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无“明接头”;有过电流和漏电保护，有螺丝和弹簧垫，有密封圈和挡板，有接地装置;电缆悬挂整齐，坚持使用检漏装置保护。

　　13、巷道掘进过程中要根据岩性变化及时调整装药量，防止出现空帮空顶。若出现空帮空顶必须及时补打锚网接实空帮空顶，局部空帮空顶严重地点可以采取喷浆填平。

　　防灭火系统示意图(图5-4-8)

　　第六节 安全监控

　　一、便携式瓦斯报警仪的配备和使用

　　1、区长、技术员下井时，必须携带便携式瓦斯报警仪，对其分管内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须进行处理。

　　2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制度”，并做好记录，上井后由发放人填制“一炮三检”报表。

　　3、当班的班组长下井时，必须携带便携式瓦斯报警仪，并把常开的瓦斯报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内风筒的另一侧，当瓦斯报警仪报警时，停止工作，并进行处理。

　　4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式瓦斯报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，当瓦斯报警仪报警时，不得通电或检修。

　　二、甲烷传感器和甲烷断电仪的配备和使用

　　1、分站设在-420车场外的专用机电硐室内。

　　904溜子道掘进头迎头甲烷传感器T1安设在距迎头5米内，报警浓度：≥0.8%、断电浓度：≥1.0%、复电浓度：﹤0.8%，断电范围：904溜子道及回风流所有非本质安全型电气设备。

　　904溜子道掘进头回风流甲烷传感器T2安设在距回风口10～15米处，报警浓度：≥0.8%、断电浓度：≥0.8%、复电浓度：﹤0.8%，断电范围：904溜子道及回风流所有非本质安全型电气设备。

　　在-420绞车房和-480水泵房各安装一台温度传感器，报警值≥30℃。

　　局扇开停开关设在局扇旁，用于监视局扇开停。

　　2、甲烷传感器应安设在巷道风筒的另一侧，垂直悬挂，距顶板不得大于300㎜，距巷帮不得小于200㎜，且该处巷道顶板要坚固，无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。

　　3、甲烷传感器由安全监测人员每隔10天使用标准气样和空气样调校一次，每隔10天对瓦斯断电功能进行测试。

　　4、必须每班检查安全监控设备及电缆是否正常，使用光学瓦斯检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员;当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在6小时内对两种设备调校完毕。

　　5、甲烷传感器要及时跟据迎头的进度由瓦斯员负责挪移。挪移时要通知地面监控值班人员。另外，放炮时，瓦斯员要及时将甲烷传感器挪移到安全位置并做好防护措施(用长木板挡好)，放炮后，要及时挪移到距迎头5m内，并按第2条要求吊挂。

　　监控系统示意图(图5-5-9)

　　第七节 供电

　　一、供电系统

　　该掘进工作面供电电源来自-320m变电所，经由-320m提上下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m提升下山→-480m运输巷→掘进迎头，向工作面供电。变电所采用干线式向各掘进配电点配电。掘进工作面供电电源为660V。配电点设置在距工作面100m以外的安全地点，并且采用风电、瓦斯电闭锁。-320变电所总开关有检漏继电器，对整个线路进行绝缘监视。

　　二、供电设计

　　此工作面主要负荷如下表5-4-12：

 

　　(1)A段电缆选择MY0.38/0.66-3*50+1*16，长度为1400m，其长时工作电流为Ig=Sca×1000/(1.732×Vn)=35A<173A，满足载流量要求。

　　(2)B段电缆选择MY0.38/0.66-3*35+1*16，长度为100m，其长时工作电流为Ig=Scb×1000/(1.732×Vn)=23.3A<138A，满足载流量要求。

　　(3)C段电缆选择MY0.38/0.66-3*35+1*16，长度为100m，其长时工作电流为Ig=Scc×1000/(1.732×Vn)=16.9A<138A，满足载流量要求。

　　(4)D段电缆选择MY0.38/0.66-3*50+1*16，长度为1400m，其长时工作电流为Ig=Scd×1000/(1.732×Vn)=28.3A<173A，满足载流量要求。

　　(5)E段电缆选择MY0.38/0.66-3*50+1*16，长度为930m，其长时工作电流为Ig=Sce×1000/(1.732×Vn)=30.3A<173A，满足载流量要求。

　　3、电压损失

　　因设备支线电缆较短，可忽略不计

　　(1)变压器电压损失

　　V2N=690V

　　式中 COSΦt---变压器的功率因数0.65

　　SINΦt---与COSΦB对应的正弦值0.75

　　Vr=△PNT/10SN=1400/10×200=0.7，Vs=4

　　Vx2=Vs2-Vr2，得Vx=3.9

　　变压器的负荷率β=Sc/Sn=152/200=0.76

　　变压器的电压损失为

　　△Vt=β(Vr ·COSΦt+Vx·SinΦt)V2N/100

　　=0.76×(0.7×0.65+3.9×0.75)×690/100

　　=17.7 V

　　(2)A段电缆电压损失△U1

　　△U1=(Kf·∑Pe · L×103 )/(γ·Ue·Sg·nd)

　　=(0.6×58.7×1400×103)/(53×660×50×0.7)

　　=40 V

　　式中： Kf---负荷系数，取0.6

　　∑Pe---电缆负荷的总功率

　　L---电缆的长度

　　γ---电导率，铜取53

　　Ue---额定电压

　　Sg---电缆截面

　　nd---电机加权平均效率，取0.7

　　(3)B段电缆电压损失△U2

　　△U2=(Kf·∑Pe · L×103 )/(γ·Ue·Sg·nd)

　　=(0.6×38.7×100×103)/(53×660×35×0.7)

　　=2.7 V

　　式中： Kf---负荷系数，取0.6

　　∑Pe---电缆负荷的总功率

　　L---电缆的长度

　　γ---电导率，铜取53

　　Ue---额定电压

　　Sg---电缆截面

　　nd---电机加权平均效率，取0.7

　　(4)C段电缆电压损失△U3

　　△U3=(Kf·∑Pe · L×103 )/(γ·Ue·Sg·nd)

　　=(0.6×27.7×100×103)/(53×660×35×0.7)

　　=1.9 V

　　式中：Kf---负荷系数，取0.6

　　∑Pe---电缆负荷的总功率

　　L---电缆的长度

　　γ---电导率，铜取53

　　Ue---额定电压

　　Sg---电缆截面

　　nd---电机加权平均效率，取0.7

　　(5)D段电缆电压损失△U4

　　△U4=(Kf·∑Pe · L×103 )/(γ·Ue·Sg·nd)

　　=(0.7×37×1400×103)/(53×660×50×0.8)

　　=25.9 V

　　式中：Kf---负荷系数，取0.7

　　∑Pe---电缆负荷的总功率

　　L---电缆的长度

　　γ---电导率，铜取53

　　Ue---额定电压

　　Sg---电缆截面

　　nd---电机加权平均效率，取0.8

　　(6)E段电缆电压损失△U5

　　△U5=(Kf·∑Pe · L×103 )/(γ·Ue·Sg·nd)

　　=(0.6×52×930×103)/(53×660×50×0.7)

　　=23.7 V

　　式中：Kf---负荷系数，取0.6

　　∑Pe---电缆负荷的总功率

　　L---电缆的长度

　　γ---电导率，铜取53

　　Ue---额定电压

　　Sg---电缆截面

　　nd---电机加权平均效率，取0.7

　　(7)检验电压损失

　　总允许电压损失为：

　　△V=E-0.95 Ue =690-0.95×660=63 V

　　实际电压损失校验：

　　-420m配电点总电压损失

　　△U=△Vt+△U5=17.7+23.7=41.4V<63V，满足

　　-480m水泵房总电压损失：

　　△U=△Vt+△U4=17.7+25.9=43.6V<63V，满足

　　904溜子道掘进总电压损失：

　　△U=△Vt+△U1+△U2+△U3 =17.7+40+2.7+1.9=62.3V<63V，满足

　　4、启动条件效验电缆截面

　　(按最远一部刮板机启动，其它设备同时运行时计算)

　　(1)确定电机的最小启动电流

　　最小启动电压为UQZX=Ue×0.75=495V

　　最小电压启动电流为：

　　IQZX=IQe×UQZX/Ue

　　=17×7×495/660=89 A

　　(2)启动电流在各段中的电压损失

　　ΔUQa=1.732 × I QZX × La×CosΦ/(γ×S1)

　　=1.732×89×1400×0.8/(53×50)

　　=65 V

　　ΔUQbc= 1.732 × I QZX × Lbc×CosΦ/(γ×S1)

　　=1.732×89×(100+100)×0.8/(53×35)

　　=13 V

　　最远一部刮板机启动，其余设备正常运转时的实际启动电压为：

　　UQ=U e-∑ΔUQ=660-17.7-65-13=564.3V>495V 合格

　　5、各最远点两相短路电流计算

　　因设备支线电缆较短，可忽略不计。

　　最远点两相短路电流见表5-5-13。

　　表5-5-13 最远点两相短路电流

　　6、开关设备的选择

　　(1)总馈电选用一台KBZ9-400型隔爆真空馈电开关，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　Iz=IQe+∑Ie=595+172.2=767.2A

　　取整定值为：800A

　　(2)904溜子道掘进总馈电选用KBZ-400型隔爆真空馈电开关，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　Iz=IQe+∑Ie=140+48.2=188.2A

　　904溜子道掘进主保护馈电取整定值为：200A

　　-320m变电所后备保护馈电取整定值为：250A

　　校验： 主保护：K=423/200=2.1>1.5 合格

　　后备保护：K=423/250=1.7>1.2 合格

　　(3)-320m绞车总馈电选用KBZ-400型隔爆真空馈电开关，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　Iz=IQe+∑Ie=595+2=597A

　　-320m绞车房主保护取整定值为：600A

　　-320m变电所后备保护取整定值为：650A

　　因距离较近，无需校验。

　　(4)-420m配电点总馈电选用KBZ-400型隔爆真空馈电开关，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　Iz=IQe+∑Ie=238+24=262A

　　主保护馈电取整定值为：300A

　　-320m变电所后备保护馈电取整定值为：350A

　　校验： 主保护：K=729/300=2.4>1.5 合格

　　后备保护：K=729/350=2.1>1.2 合格

　　(5)-480m水泵总馈电选用KBZ-400型隔爆真空馈电开关，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　Iz=IQe =280

　　-480m水仓主保护取整定值为：300A

　　-320m变电所后备保护取整定值为：350A

　　校验： 主保护：K=507/300=1.7>1.5 合格

　　后备保护：K=507/350=1.4>1.2 合格

　　(6)904溜子道掘进闭锁开关选用QBZ-120型隔爆真空馈电开关，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　∑Ie=35A，取Iz=40A

　　(7)1.2绞车启动开关选用一台QBZ-80型隔爆真空电磁启动器，各种技术参数均能满足工作需要，检验如下：

　　Ie=85A，取整定值为Iz=100A

　　(8)潜水泵启动开关选用QBZ-80型隔爆真空电磁启动器，各种技术参数均能满足工作需要，JDB的过流整定值检验如下：

　　Ie=8A，取Iz=10A

　　校验：Id(2)/8Iz=423/(8*10)=5.3>1.5，满足

　　(9)多级离心泵启动开关选用QBZ-315/1140(660)R型软启动隔爆真空电磁启动器，各种技术参数均能满足工作需要，JDB的过流整定值检验如下：

　　Ie=40A，取Iz=40A

　　校验：Id(2)/8Iz=507/(8*40)=1.6>1.5，满足

　　(10)充电机启动开关选用QBZ-80型隔爆真空电磁启动器，各种技术参数均能满足工作需要，JDB的过流整定值检验如下：

　　Ie=11A，取Iz=15A

　　校验：Id(2)/8Iz=729/(8*15)=6.1>1.5，满足

　　Id(2)/8Iz=423/(8*15)=3.5>1.5，满足

　　(11)局扇启动开关选用QBZ2-80N型隔爆真空电磁启动器(可切换)，实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换，各种技术参数均能满足工作需要，JDB的过流整定值检验如下：

　　Ie=13.2A，取Iz=20A

　　校验：Id(2)/8Iz=423/(8*20)=2.6>1.5，满足

　　(12)刮板机启动开关选用QBZ-80型隔爆真空电磁启动器，各种技术参数均能满足工作需要，JDB的过流整定值检验如下：

　　Ie=19A，取Iz=20A

　　校验：Id(2)/8Iz=423/(8*20)=2.6>1.5，满足

　　(13)照明信号均采用KZXB-2.5型照明信号综合保护装置，熔体选用5A;煤电钻启动开关采用ZBM-2.5型煤电钻综合保护装置，熔体选用15A。

　　供电系统图(图5-6-10)

　　电气设备布置示意图(图5-7-11)

　　第八节 排水

　　该面预计最大涌水量为15m3/h,正常涌水量为7.0m3/h。在巷道低洼处设置临时水仓，容积为50m3，使用QSK20-75/5-7.5隔爆型潜水泵，接一趟2寸管路排向-480m水仓，长度各为300m;然后由-480m水仓使用MD46-50*3隔爆型多级离心泵(共3台，1台工作、1台备用、1台检修)，接两趟4寸管路排向-420m水仓，长度为800m;再由-420m水仓使用MD46-50*12隔爆型多级离心泵(共3台，1台工作、1台备用、1台检修)，接两趟4寸管路排向地面，长度为1010m。

　　排水路线为：掘进工作面→临时水仓→2寸排水管→-480m水仓→4寸排水管→-420m水仓→4寸排水管→地面。

　　排水系统示意图(图5-8-12)

　　第九节 运输

　　1、煤矸运输系统

　　迎头→904溜子道(SGD-320/17B型刮板机)→-480m运输巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-420m提升下山(0.8绞车)→-420m岩石巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-420m运输巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-320m提升下山(JTP-1.2型绞车)→-320m车场(人工)→-10m提升下山(JTK-1.6型绞车)→-10m大巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-10m井底车场(JT-1.2型绞车)→主井→地面。

　　2、材料、设备运输系统

　　地面→主井(JT-1.2型绞车)→-10m井底车场→-10m大巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-10m提升下山(JTK-1.6型绞车)→-320m车场(人工)→-320m提升下山(JTP-1.2型绞车)→-420m运输巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-420m岩石巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→-420m提升下山(0.8绞车)→-480m运输巷(CDXT-2.5B型电瓶车)→904溜子道(人工)→迎头。

　　运输系统示意图(图5-9-13)

　　第十节 通讯和信号

　　一、通讯

　　矿安设2部HL8120型程控交换机，容量为120门。敷设通讯电缆到井下各地点。在掘进工作面附近各安装一部防爆直拨电话，可直接与绞车房、变电所、调度室等重要场所电话直接联系。

　　二、照明

　　无机械掘进设备，无需设专用照明。

　　三、信号

　　在刮板输送机机头、中部、机尾均安设隔爆型声光组合电铃和急停按钮。岗位工人不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备正常运行。

　　第六章 劳动组织及主要技术经济指标

　　第一节 劳动组织

　　一、劳动组织

　　各工种各班人员配备(见劳动组织表6-1-14)

　　表6-1-14 劳动组织配备表

　　二、作业方式

　　采用“三八”制循环作业。本工作面每个班1个正规循环，循环进尺1.0m，正规循环率为80%。

　　三、严格执行交接班制度

　　1、各班班组长必须认真组织，严格执行交接班制度。

　　2、每个生产班必须有班组长统一领工，劳动组织定员，在实际工作中既要有分工，又要有相互配合，共同完成生产任务。

　　3、每个生产班入井前，必须由当班区长主持召开班前会。首先根据上一班井下作业地点汇报情况，针对性的进行生产工作安排;二是进行安全预想。班前会要准时、简明，完毕后顺序乘车入井。要准时入井，安全准时到达作业地点。

　　4、每个班和每个岗位必须按照作业计划、岗位责任制和质量标准，在本班内保质保量按时完成额定工作量，并在班末认真填写工作卡，与下一班认真交接签字。

　　5、交班人员必须将当班安全生产情况，设备进行情况，材料配件消耗和供需情况，遗留工作和存在问题，以及接班后注意事项交接清楚。

　　6、交班人员对本班内能够处理的问题必须在交班前解决。

　　7、凡能够通过试运转交接的设备，必须进行运转验收。对于交接过程中发现影响生产的问题，交接双方必须共同予以处理，确保当班按时进入正常生产状态。

　　8、接班人员必须按照设备与工程质量标准、作业规程规定，对分工负责的设备和工程状况进行认真细致的检查。

　　9、接班后，班组长要向矿调度室汇报当班作业地点、负责人、出勤人数、工作内容、设备运行状况、各环节存在的问题及开工情况。班末交班时，要向矿调度室总结汇报当班安全生产情况。

　　10、交班双方班组长要相互协调，如发生争执意见，必须及时向当日矿调度室值班人员汇报，并按调度值班人员提出的协调意见执行。

　　第二节 作业循环

　　为保证正规循环作业的完成，工作面施工必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，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，见表6-2-15。

　　表6-2-15 循环作业图表

 

　　第七章 安全技术措施

　　第一节 一通三防

　　一、通风管理

　　1、采用压入式通风方式。局部通风机安装距在掘巷道进风流出口不小于10m处，并同时吊高或垫高，距巷道底板不小于0.3m。附近挂有管理牌板，设专人管理局扇，保证其正常运转，任何人都不得无计划停开局部通风机，因工作需要必须停电时，应有专门措施和报告。停电停风时，人员必须迅速撤到全负压风流中去。

　　2、不准随意无计划停风，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、作业前必须检查瓦斯，只有当局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局扇。

　　3、局扇因故停风时，要把人员撤至进风巷内，并在巷道入口处挂上“严禁人员入内”的警戒牌，工作面禁止爆破。自动停电时，要撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。

　　4、局部通风机实现“双风机、双电源”，主备能自动切换。如未能自动切换，需先人工开启，然后及时查明原因。

　　5、风筒的安装使用必须符合下列标准：

　　(1)风筒无破口，末端两节除外。

　　(2)风筒吊挂平直，逢环必吊，风筒接头要双反压边，经常检查处理风筒脱节及破口，以减少风量损失。

　　(3)风筒拐弯处要设弯头(弯度小于或等于900)。异径风筒要用过渡节，先大后小，不准花接。

　　(4)风筒跨过轨道时，要保持风筒高于车沿20cm以上，防止车辆碰撞风筒。

　　(5)风袋口距迎头的距离不准大于5m。风速不准大于4m/s，不准小于0.25m/s。

　　6、局扇与迎头电源要实行风电联合闭锁装置，不准无故停风，停风不准放炮，人员撤至通风巷道中。恢复通风后由瓦斯员检查瓦斯含量，经其同意后方可开始工作。临时停掘，风机也要保持正常运转。

　　7、管理好风门，两道风门不得同时打开，有损坏的风门及时向通风工区汇报。

　　8、巷道杂物及时清理运走，材料、工具分类码放整齐，挂牌管理，保证通风断面不小于设计断面的70%。

　　二、综合防尘

　　1、完善防尘系统和防尘设施。搞好综合防尘工作，坚持湿式钻眼、放炮喷雾、使用水炮泥、放炮前后洒水、冲洗巷道、净化风流等综合防尘措施，所有工作人员都必须佩戴防尘口罩。出煤系统各转载点设置洒水喷雾装置并保持完好，做到出煤矸喷雾;巷道内设净化风流的水幕，喷雾水压要达到要求。各防尘设施正常使用，并设人维护和管理，由机电区安装维护，由施工单位管理和使用。

　　2、定期清理煤尘，防止煤尘堆积、飞扬。风袋上的煤尘由通风班定期清扫。迎头向后20m以外的巷道由通风班专人两天冲刷一次。迎头向后20m以内的巷道由掘进工区施工人员每班结束前洒水。

　　3、因掘进工程量较短，在巷道中设1道移动水幕，紧跟工作进展，距迎头30～50m。掘进巷道内沉积煤尘长度小于5m，厚度小于2mm。

　　4、防尘管路每隔50m设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水，三通阀门必须上手轮，手轮必须安在人行道一侧。

　　5、放炮时要打开喷雾洒水装置。

　　6、掘进巷道总长60m，无需在巷道中单独设置隔爆水棚。

　　三、防灭火

　　1、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服下井。

　　2、加强机电设施维护与管理，杜绝失爆，不带电检修，搬迁电器设备，防止引起电火花，产生火灾。

　　3、加强通风管理，杜绝瓦斯积聚和煤尘超限。

　　4、输送机附近必须保证灭火器材齐全完好。

　　5、掘进工作面巷道每隔50m设一个三通。

　　6、禁止输送机过负荷或缺润滑油运转。附近5m之内，不准存放润滑油、棉纱、布头等易燃物品。

　　7、如果发现井下着火，首先要切断电源，采取一切可能方法灭火并迅速和调度室值班人员联系，如火势太大，无法扑灭，要迅速带上自救器，有组织地沿避灾路线撤退(下风口人员应从捷径尽快进入新鲜风流)，并通知任何一个可能受火灾威胁的人。

　　8、如果工作面温度超限，通风风量已不能满足降温要求，必须进行专门采取措施降温：瓦检工除检查煤头的瓦斯外，每班都要巡回检查巷道内局部地点的瓦斯情况。冒高部位应采取有效的防瓦斯积聚措施，发现巷道挂汗处要认真检查CO和CO2以及温度情况，发现异常情况及时进行处理，并向上级汇报。发现高温火点，先断动力电源，然后采取浇水、注水或捅放顶煤等措施直接灭火，通风人员确定放煤地点，并立即汇报调度。

　　四、瓦斯管理

　　1、瓦斯检查点分别设在：工作面迎头处、工作面回风流。瓦斯检查牌板应设置在回风巷中，距迎头50m附近，检查结果要及时向调度室汇报。每班由瓦斯员检查两次。

　　2、瓦斯检查班报表必须有夜班、早班、中班瓦斯检查员签字，内容检查地点的瓦斯记录，并上报总工程师和矿长。做到班报、牌报、日报三对口，不得空班、漏检、假检。

　　3、工作面爆破地点必须执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。

　　4、当巷道风流中瓦斯浓度达到0.8%时，停止用电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。巷道风流中瓦斯浓度达到1%或体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理。

　　5、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。

　　五、安全监测

　　1、仪器下井时必须有“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”，其安全性能经机电专管部门验收合格后方可下井。

　　2、仪器必须在地面通电试运行，调校合格后，方可下井使用。

　　3、仪器在井下安装必须当场充气调试，调校合格后，交由施工单位使用。机电工区负责监控装置接通电源和控制线，在连接时必须有监测人员监护。

　　4、通风工区检测人员负责监控装置的使用和维护工作。必须实行瓦斯电闭锁，设置甲烷传感器。甲烷传感器应设在巷道中风筒另一侧，垂直悬挂，距顶板不得大于300㎜，距巷帮不得小于200㎜，且该处巷道顶板要坚固，无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。

　　5、甲烷传感器要及时跟据迎头的进度由瓦斯员负责挪移。挪移时要通知地面监控值班人员。另外，放炮时，瓦斯员要及时将甲烷传感器挪移到安全位置并做好防护措施(用长木板挡好)，放炮后，要及时挪移到距迎头5m内，并按上条要求进行吊挂。

　　6、维护人员每隔10天应携标准瓦斯气样和空气调校一次，保证其断电功能灵敏可靠，并做好记录。每天应携便携仪对校一次，发现问题及时处理。

　　7、通风工区及施工单位人员洒水防尘时，严禁将水洒到探头上，以免损坏探头。

　　8、当瓦斯浓度超过限值自动切断电源后，严禁送电，现场人员必须先撤离至全负压风流处，并向调度室汇报。只有经现场瓦斯检查员检查瓦斯，瓦斯浓度降到0.8%以下时方可送电。

　　9、当监控分站或瓦斯传感器出现故障时，井下值班人员应在6小时内处理完毕，在故障处理期间必须在瓦斯传感器位置悬挂便携仪以监测该地点的瓦斯情况。

　　第二节 顶板

　　1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近迎头10m范围内的支护在爆破前必须检查，无隐患时方可作业。

　　2、严格执行工程质量管理制度，发现有不合格工程，必须坚决推倒重来。巷道按设计规格和要求施工，超过误差及时返工，做到支架不调斜、不前倾后仰、不空帮、空顶、空肩。

　　3、严格执行“敲帮问顶”制度，每小班由班组长负责检查顶板。进入工作地点前必须先检查顶板和支护情况，发现问题及时处理，不准有空帮、空顶、空肩等现象。迎头空顶部分要及时使用数量不少于2根、长度不小于1m的撅顶道或安全点柱进行临时支护，接实顶板。

　　4、施工前，要站在已锚好的支柱下用长把工具找掉活石、危岩，刨好顶，铺设金属网，挂好前探支护，用木楔楔紧打足劲后方可出煤矸打锚杆，人员严禁在无遮护的情况下空顶作业。

　　5、施工过程中若顶板冒落，要先站在安全地点用长把工具将帮顶的活石、危岩找净，接实顶板后方可出煤矸打锚杆。

　　6、长把工具用ф50mm，长3m的木棒。

　　7、当工作面出现下列情况时，必须停止工作、撤出人员，并及时汇报矿调度室及有关单位：

　　1)顶板来压，支护变形速度骤增。

　　2)瓦斯等有害气体超限或局部通风机停风。

　　3)工作面遇有煤岩外移、涌水量增大等突水征兆。

　　4)巷道顶板离层严重。

　　5)其他异常情况出现。

　　第三节 爆破

　　一、钻眼部分

　　1、打眼前要严格执行“敲帮问顶”制度，做到先检查后工作，发现有危险必须立即停止打眼，采取措施进行处理，无危险后方可继续打眼。要清理好迎头浮煤矸、积水，整理好钻具，查明上一班有没有留瞎炮和因联线不好而未响的炮。帮顶有活石及危岩应及时找掉，支护不牢要及时加固，不准有空帮、空顶、空肩等现象。空顶部分要及时使用前探支护，接实顶板。靠近迎头10m范围内的巷道内不准有大小料、浮矸、积水、杂物、矿车等堵塞巷道，影响退路。

　　2、严格按爆破图表点眼，看线打眼，撑握好方向角度，注意平直齐，打出理想的炮眼，确保爆破成型规整。

　　3、迎头打眼时，钻前不准有人。

　　4、打眼不准套残眼，打眼与装药不准平行作业。

　　二、爆破部分

　　1、井下爆破工作必须由经专门培训并持有合格证的专职爆破员担任，爆破时必须持证上岗，坚持“一炮三检”和“三人连锁”制度。

　　2、爆破员必须把炸药、电雷管分别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。爆炸材料箱内严禁存放其它杂物。

　　3、严禁无包带炸药，严禁无雷管盒带电雷管，严禁携带电雷管和其它人员同乘猴车，严禁在矿车内运送炸药、电雷管。班后多余的炸药、电雷管必须交回炸药库。

　　4、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。

　　5、装配引药时，必须遵守下列规定：

　　1)必须在顶板完好，支架完整，避开电气设备和导电体的在爆破工作地点附近进行。严禁在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷的数量，以当时当地需要的数量为限。

　　2)装配起爆药卷时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，电雷管必须全部装入药卷内，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。

　　6、使用绝缘的双芯铜母线放炮，严禁使用多头、破皮、漏电的母线放炮。放炮母线应悬挂好，严禁同运输设备、电器设备等导电体相接触，与电缆线要分开吊挂。

　　7、使用防爆发爆器放炮，放炮器的钥匙由放炮员随身携带，严禁用矿灯、明电及其它电源放炮，严禁放明炮、糊炮。放炮后要取下钥匙，摘掉母线并加以扭结。

　　8、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或者捣实，炮眼内各药卷必须彼此密接。装药后必须把电雷管脚线扭结并悬空，严禁电雷管脚线同运输设备、电气设备等导电体相接触。

　　9、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥以外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其它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。

　　10、炮眼深度和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。

　　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。

　　4)炮眼深度超过2m时，封泥长度不得小于1m。

　　11、严格执行“一炮三检”制度。装药前、放炮前和放炮后，爆破工、班组长和瓦斯员都必须在现场，由瓦斯检查员检查瓦斯含量。瓦斯浓度超限由通风工区制定措施，经批准后组织有关人员进行排放，严禁私自排放。

　　12、严格执行“三人连锁放炮”制度。爆破工在检查联线工作无误后，将警戒牌交给班组长;班组长接到警戒牌后，检查顶板，加固支架，保护工具、设备、炸药、电缆，并洒水防尘，放炮准备工作检查无误后，负责布置警戒线，组织人员撤到安全地点，并清点人数，确认无误后，方准下达放炮命令，将放炮命令牌交给瓦斯检查员;瓦斯检查员在检查放炮地点附近20m内风流中瓦斯浓度、煤尘等符合规定后，将放炮牌交给爆破工;爆破工接到放炮牌后才允许联结放炮母线，并发出放炮信号5s钟后方可起爆。放炮员最后离开放炮地点，并必须在通风良好有护身板的安全地点起爆。放炮后三牌各归原主。

　　13、通电拒爆时，爆破员必须首先取下钥匙，并将爆破母线从发爆器上摘下，扭结成短路，并再待5min钟方可进入，沿线路检查，找出拒爆的原因。

　　14、严格执行放炮制度。放炮前要认真检查并加固好支架，放炮后要待炮烟吹散后方可进入。进入时班组长和爆破工要严格执行敲帮问顶制度，找净活石、危岩，整理、加固好支护，不准有空帮、空顶、空肩等现象。

　　15、爆破工、警戒人员必须在距爆破地点直巷100m、弯巷75m以外的安全地点起爆、警戒。警戒时必须使用警戒网、警戒牌。

　　16、爆破时，脚线的连接工作可由经过专门培训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。

　　17、爆破工要严格执行火工品的领退制度，剩余的火工品要交回炸药库。

　　18、处理拒爆、残爆时，必须在班组长的指导下进行，并应当班处理完毕;如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：

　　1)由于连线不良造成拒爆，可重新连线起爆。

　　2)在距拒爆炮眼0.3m以外重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，爆破员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的电雷管。

　　5)在拒爆处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

　　第四节 防治水

　　904溜子道区域水文地质情况筒单， 9煤层顶板含砂岩层数较多，但对9煤层开采有影响的只有一层，该砂岩层位于9煤层直接顶以上，厚度30m，距9煤层顶板16m，富水性一般。据902、903工作面回采资料，回采时正常涌水量7m3/h，最大涌水量15 m3/h。下部屯头系四灰含水层，是本区最主要的含水层之一。根据中国矿业大学提供的《宏安集团马庄煤矿小湖系一采区水害评价与防治方法研究报告》中的数据，本区域四灰距9煤层60m，无断层构造，没有裂隙导通四灰，四灰对掘进无影响。但施工中必须坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。并必须执行以下措施：

　　1、打眼时，若钻孔有水流出，不准将钻杆拔出，停止工作，撤出工作人员，立即汇报调度室。

　　2、掘进时，发现炮眼中有水渗出、煤壁挂红、挂汗、空气变冷、顶板来压、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、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，必须立即停止工作，采取措施，撤出工作面所有人员，及时汇报调度室。

　　第五节 机电

　　一、机电设备安全技术措施

　　1、机电设备要杜绝失爆，设备要挂包机牌，每天有专人负责检查、维护，确保完好。电气设备要上架，小型电气设备要上板。

　　2、输送机每班设置专人开机管理。

　　3、跟班电工坚守工作岗位，做到随叫随到，随坏随修，不误生产。跟班电工必须穿绝缘鞋，按时入井，在工作面进行交接班，交接人员在交接班时，若设备发生故障应配合接班人员修好再下班。

　　4、电缆不能有破口或漏电现象，杜绝“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”，电缆要吊挂整齐，不能盘圈，开关及电气设备不合格、不完好不能入井使用。开关要上架，“五小”要上板。

　　5、检修设备，严禁带电作业。需停电检修，须提前通知各相关单位，开关处应挂“有人工作，严禁合闸”牌，并闭锁开关，设专人看管。

　　6、井下使用漏电保护装置，并且灵敏可靠，坚持每天做漏电试验。

　　7、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。

　　8、机电设备安设处要无淋水，顶板稳定完整。设备表面要清洁干净。

　　9、井下电气设备的过流保护整定值必须与计算值一致;严禁甩掉电气设备的保护运行。

　　10、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。

　　二、煤电钻管理安全技术措施

　　1、掘进工作面的煤电钻必须使用综合保护装置，使用前先检查煤电钻零部件是否齐全牢固，插销是否完整，开关是否灵活，如发现异常情况，应立即切断电源，进行处理。每班要对煤电钻进行试运转，并进行一次跳闸试验。

　　2、电缆接头要严密结实，发现煤电钻检漏装置有故障或网路绝缘降低时，应立即停电处理，修复后方可送电。检漏装置应灵敏可靠，严禁甩掉不用。

　　3、使用煤电钻时，应当提着把手将煤电钻送往工作地步，禁止顺底板用电缆拖着走，不准在输送机内拖拉电缆。

　　4、打眼过程中，发现眼内涌水，温度突然升高或降低，风量不足，瓦斯超限，电缆漏电等危险时，应立即停止工作，切断电源，向班长汇报并处理。

　　5、打眼结束后，应将煤电钻、电缆线、钎子及时收回，将电缆盘放在距工作面10m以外的安全地点，并切断电源。

　　三、电气设备防爆措施

　　1、电气设备不得超过额定值运行，防爆电器设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能，检查合格并签发合格证后方准入井。

　　2、加强机电设备维护保养工作，保证设备完好率达到100%。责任到人，发现问题及时处理。

　　3、电气设备必须零部件齐全，防爆性能良好，摆放在干燥地方，并上架，防爆检查员没验收的电气设备，不准入井使用。

　　4、开关的保险丝禁止用铜、铝、铁丝代替，必须使用和电气设备负载相符的保险片。

　　5、各类电气设备要做到勤检查、勤维护，严禁失爆和带病作业。

　　6、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。

　　四、油脂管理

　　1、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

　　2、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。

　　3、井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。

　　4、带油的电气设备必须设在机电设备硐室内。严禁设集油坑。

　　5、按规定由专人负责对各相关设备的润滑部位定期加油。

　　6、润滑油脂的领用应经矿润滑专管人员审核，登记认可，并经供应部门审批后，方能领发。

　　7、各使用单位要注意节约用油，杜绝滴、漏现象，废旧油要按相应比例尽可能的进行回收。回收的废旧要分品种、油质程度分类存放。

　　第六节 运输

　　1、刮板输送机的使用及管理

　　(1)司机必须经过安全技术培训、考核合格并持证上岗。

　　(2)司机应熟悉所用刮板运输机的结构、性能，工作原理，完好标准等。

　　(3)输送机铺设要平直稳固，溜链松紧要适度，溜头、溜尾要有压柱。

　　(4)每班开动前要检查电动机、减速器、头架、机尾链轮、齿、连接环、连接螺母等情况，不正常不得开动输送机。

　　(5)司机开机时，必须站在顶板支护完好处，与机头要有一定安全距离，不能正对着机头。

　　(6)启动输送机时，司机应信号联系清楚，并发出开机信号，警告人员离开机器的转动部位，经两次点试后，再正常启动运转。

　　(7)司机必须采用远控操作，按信号开停输送机。

　　(8)任何人不得蹬乘输送机，并不得使用运输机转送其它物料。

　　(9)司机工作时必须集中精力，不得擅自离开工作岗位，及时清理机头，机尾处的浮煤，做好洒水防尘工作。

　　(10)不得超负荷强行启动输送机。因负荷过大出现闷车，启动2次(每次不超过15s)输送机仍不能正常运转时，必须进行卸载。

　　(11)出现以下情况时应立即停机处理后方可继续开机。

　　①刮板链飘链、出槽、掉链、跳齿、断链及连接环缺丝或损坏。

　　②电机或机械部件温度超限或运转声音异常。

　　③较大的物件或矿物进入输送机器，危及输送机运转

　　④输送机运转危及人员安全。

　　⑤出现停车或不明信号。

　　⑥输送机停止运转。

　　(12)输送机运转过程中，禁止清理转动部位的煤矸，不准人员从机头上通过。

　　(13)输送机检修、处理故障时，必须闭锁输送机的控制开关，并挂上“有人工作，不许合闸”的停电牌。

　　(14)点动开关进行换接链条时，人员必须躲离链条受力方向，以防断链伤人。正常运转时，司机不得面向输送机卸载方向进行操作。

　　2、掐卧刮板输送机安全措施

　　(1)掐输送机必须指定专人负责，计划好所掐输送机的长度，保证掐好输送机后与工作面溜槽搭接合理。

　　(2)整体卧输送机时，必须先卧两帮，待两帮高度足够后，再掏输送机槽底，掏输送机槽底时，必须停电。当槽底掏空符合高度后，要及时在槽帮支设小帽板，需要沉输送机时，要前后联系清楚，必须在停电时从后往前逐段摘除小帽板，将输送机沉平。

　　(3)掐输送机时，溜头要打牢压柱，使用手拉葫芦将链条掐开，人员必须配合好。

　　(4)链条掐开后，再用手拉葫芦将溜槽吊开，撤出掐掉溜槽和链条，将溜尾前移与原溜槽搭接好，用手拉葫芦紧链条。

　　(5)使用手拉葫芦时，必须将手拉葫芦生根牢固，钩头挂牢。

　　(6)整部输送机合茬后，必须打牢溜尾压柱，试开一圈以上，经检查无隐患后再带负荷运行。

　　3、更换电机、减速箱安全技术措施

　　(1)检查工作地点的顶板情况和支护情况，准备好要更换的设备，由机电维护人员检查完好情况，准备好钎子、手拉葫芦、螺丝、锚链卡子等用具，与司机联系清楚。

　　(2)开关打至停止并闭锁，有专人看管。

　　(3)将锚链固定在棚梁上，螺丝上满螺母。以此为起吊点，将手拉葫芦挂牢，将手拉葫芦大链钩头挂在被吊物件的起吊孔内，拉紧手拉葫芦将坏设备拆除，拆完螺丝后松手拉葫芦将设备放下来，放稳，最后移至指定地点放好。

　　(4)用手拉葫芦将好设备吊起到合适位置，用钎子拨动对准后及时用螺丝上好，螺丝要紧固，对口要严密。

　　(5)更换电机要按标准搭头，更换减速箱要加好油，最后试运转确认正常后人员方可离开现场。

　　4、更换溜头、二节、中间槽、溜尾安全技术措施

　　(1)先将要换上去的设备检查一遍，确认完好后运到指定地点。

　　(2)掐开更换设备处的上链，用手拉葫芦吊开要更换处溜槽，将坏的取出，换上好的并将底链进槽。手拉葫芦的起吊点与换电机时的要求相同。

　　(3)接上换设备处链子，链子松紧要适宜，刮板螺丝齐全紧固。

　　(4)换溜头时掐开链子后按换减速箱的程序拆除电机、减速箱、溜头滚筒、三角架、护叉、与二节间螺丝，而后用葫芦吊开坏的，吊上好的，上好与二节的螺丝，最后按拆卸时的逆顺序将输送机装配好。

　　(5)更换好设备好，进行试运转，确认正常后方可离开。

　　(6)紧链时，溜头溜尾必须有压柱，无关人员远离输送机，开溜人员不得正对机头。

　　(7)掐接溜链期间，要使用手拉葫芦吊起溜链，不得用液压柱子或其它办法施工。

　　(8)输送机试运转时，溜头溜尾压柱齐全，操作按扭灵敏可靠。

　　5、辅助运输安全措施

　　(1)斜巷运输时，“一坡三挡”安全设施必须齐全可靠，使用正常。

　　(2)斜巷运输严禁蹬钩头、扒车，严格执行“行车不行人、行人不行车”的规定。

　　(3)回风巷运送支护材料时，严禁同时打开两道风门，避免造成风流短路。

　　(4)人工推运矿车时，两车之间距离不小于10m，转弯时必须喊安全口号，呼叫前面人员躲开。

　　(5)严禁搭车、放飞车、手拉车或以矿车撞击风门。

　　(6)矿车销子严禁用木棍或其他强度不够的东西代替。

　　第七节 职业危害与防治

　　一、防尘

　　产生岩(煤)尘的地点，必须采取防尘措施：

　　1、掘进设备在使用中设喷雾装置或除尘器。

　　2、掘进工作面的巷道必须保证正常供水，其水量、水压均必须符合规定要求，做到每天24小时不停水。

　　3、转载点和卸载点必须喷雾洒水，控制矿车装载量，防止提运过程中撒落煤矸。

　　4、选择合适的风速和风量，净化风流，通风除尘。

　　5、井下消防洒水系统要完整，防尘管路50m设一个三通，管道设施布置合理，在主要巷道安设隔爆水棚，防尘设施要齐全，符合规程要求。

　　6、巷道掘进如果使用压风机设备，施工单位必须管好压风管路，防止跑风扬尘引起煤尘事故。

　　7、 加强个体防护措施，采掘工作面的工人按规程规定配戴防尘口罩。

　　二、防有毒有害气体

　　1、严格控制各种井下有毒有害气体的最高容许浓度，将其控制在允许的范围之内。

　　2、保证通风系统的完好和正常运行。

　　3、在进行爆破和更换炸药时，应在爆破前后进行空气成分测定，发现空气中有毒气体浓度超标时要立即采取措施。

　　4、井下配备瓦斯监测断电警报仪及安全监测系统，实现集中连续监测控制，并配备瓦斯安全检查员，定期进行检查。

　　三、防噪声

　　除采取前述低噪声措施外，在个体防护和其他方面采取以下措施：

　　1、尽可能选择振动小、低噪声设备。

　　2、采用带阻尼层、吸声层的隔声罩对噪声源设备进行隔声处理;不易做隔声处理的，应设隔声间(室)。

　　3、 对空气动力机械装置辐射的空气动力噪声，应采用消声器进行消声处理。

　　4、 操作人员一方面可在监视室观察设备运行情况，另外也可到机房旁巡回检查，以缩短人与噪声接触的时间，检查时必须采取个人防护措施。

　　以上措施对防止和降低噪声危害具有重要作用，应在工作中注意落实，要重点注意在达不到噪声标准的作业场所，工作人员应佩带个人防护用品(耳塞、耳罩等)。

　　四、其他防范措施

　　减轻劳动强度，确保工人身体健康。在井口房附近设联合福利房、供矿工更衣淋浴，保证职工的身体健康。

　　每年定期组织职工进行健康检查，建立职工职业健康档案。

　　制订劳动防护用品发放制度，按照要求为职工配备符合作业标准的劳动保护用品并定期发放，同时依法对女职工实行健康保护。

　　五、消防设施

　　地面、-420m水平设有消防材料库，库内消防器材较齐全，灭火器数量、规格、存放地点符合要求。防灭火消防管路系统(与防尘洒水管路共用)完善，在井上下要害场所配备了消防器材，防灭火设施符合要求。

　　矿井地面有消防水池，在井下安装了消防管路系统，每隔50m设置三通和阀门。井下变电所等机电硐室的通道设置密闭门和防火栅栏两用门。

　　井下炸药库、机电硐室、井底车场、回采工作面顺槽、每个掘进头都配备一定数量的泡沫灭火器，其规格和存放地点，都按规程要求布置。

　　井下设置的消防器材必须由专人进行定期检查和更换，材料、工具不得挪作他用。井下严禁明火作业，在井口设立专人检查制度，防止将火种带入井下。

　　第八节 其他

　　一、文明生产

　　1、巷道内必须卫生清洁，不得乱放杂物，使用中的设备、材料不得占据人行道，溢煤要随时清理干净。备用材料、工具必须码放整齐，并挂有标志牌，不得乱扔乱放。

　　2、巷道内无积水、淤泥。

　　3、作业场所悬挂巷道支护断面图(标明风筒、管线吊挂位置)、炮眼布置图、爆破说明书及避灾路线图。

　　4、管线吊挂整齐。

　　5、开关必须台台上架，摆放整齐，备件要集中放置。

　　6、保持巷道整洁，底板清理一平。

　　7、所辖巷道每天洒水一次。

　　二、验收制度

　　1、加强现场管理，进行现场交接班，管理好各种量具。

　　2、安全员必须将上班存在的问题及时反馈到工区和调度室，并详细填写在验收单上。

　　3、安全员必须按三大规程规定现场监督掘进施工，发现“三违”现象及时制止并立即安排整改。

　　4、安全员必须巡视现场安全隐患，发现问题及时安排处理。

　　5、跟班区长按照标准要求验收工程质量，并标注好每班施工的支护，做到每棚支护都能找到责任人。

　　第八章 避灾路线

　　第一节 灾害应急预案

　　当工作面发生灾害事故时，首先必须弄清楚事故发生的地点、性质、原因、状态等情况，以最快的速度从最安全、最短的路径离开有害气体的流经路线及事故发生地点。

　　一、发生重大事故时的应急预案

　　1、一般救灾原则、程序、方法

　　(1)发生事故时，现场人员应立即向矿调度室汇报，并根据调度室的指示，调动附近人力、物力，立即投入抢险。

　　(2)调度室接到事故通知后，应先弄清事故的地点、性质，然后迅速通知有关人员到调度室指挥救灾或待命。

　　(3)矿领导及有关人员接到通知后必须及时到达调度室，成立救灾指挥部，制定救灾方案，明确职责，积极指挥或协助救灾工作。

　　(4)救护队到调度室接受命令时，必须首先弄清事故的地点、性质，按救灾方案进行现场抢救。

　　(5)救灾人员到达事故地点，除积极采取措施救灾外，并及时将灾区情况和抢救情况向调度室汇报。

　　(6)在救灾中，首先抢救遇险人员，并安排人员随时观察事故现场的变化情况。

　　(7)电话员必须及时安装事故现场直通调度室的专用电话。

　　(8)发生事故时，保卫科安排人员到井上各要害场所值班保护，机电工区人员要坚守岗位，把好重要机电设备，确保安全。

　　(9)井下灾害事故发生时的首要任务是现场人员安全撤离灾区，最大限度地减少人员伤亡，现场人员的行动准则是：

　　①根据事故性质客观条件，在现场干部或有经验的老工人带领下，迅速采取有效措施，积极进行抢险救灾工作，防止灾害进一步扩大，与此同时，迅速利用附近电话或其它有效方式，将灾区情况向矿调度室汇报。

　　②当救灾无效时，要立即按照“矿井灾害预防和处理计划”规定的避灾路线，或根据具体情况选择安全路线，或根据调度室指示的撤退路线，有组织地撤离危险区域。

　　③要设法通知灾害事故直接涉及的区域，或可能涉及的区域的人员迅速撤离。

　　④救灾和撤离时，所有人员都要严守纪律，听从指挥，不要惊慌失措、大喊大叫或四处乱跑，每个人都应保持沉着和冷静。

　　(10)事故发生后，调度室必须及时通知灾害事故直接涉及的区域或可能被涉及的区域的人员进行撤离，以减少人员伤亡。

　　(11)通风工区必须结合生产实际及时制定针对性的通防事故处理预案。

　　(12)矿井年度内利用矿井检修进行一次矿井救灾演习，通过演习，切实提高矿井发生灾害事故的应急处理能力，以使得灾害造成的损失降低到最低限度的目的。

　　2、顶板事故

　　(1)当工作面发生冒顶事故时，现场区长、班组长首先将人员撤离危险区，立即向调度室汇报，并现场指挥抢救遇险人员，在救护队到达后协助分析情况，调动力量协助抢救。

　　(2)处理冒顶事故危险区，应由外向里加固冒顶区周围支护，清除进出口通道堵塞物，尽快接近堵人地点进行抢救。

　　(3)处理工作面冒顶时，必须在探明冒顶范围、位置和危害程度的基础上，先采取控制冒顶扩大的措施，后具体处理冒顶，并向技术主管部门、调度室汇报处理措施，处理过程中严防二次冒顶事故的发生。

　　(4)冒顶后，如果冒顶区域不通风，应尽快安装局扇、风障等以保证冒顶区域有足够的风量，并设专人检查该处有毒有害气体的浓度。

　　(5)如果冒顶堵人后风量不足，并无法供风时，应利用钻孔或压风管向事故区输送新鲜空气和饮料。

　　(6)处理大面积冒顶时，应编制专门的安全措施。

　　3、水灾事故

　　(1)工作面发生水灾事故时，发现人员必须立即用电话与矿调度室联系，汇报事故性质、地点及遇险人员情况，矿调度室接到电话要立即向矿值班人员和集团公司调度室汇报。矿值班人员应立即向抢险总指挥、副总指挥报告，并召集抢险指挥部全体成员。在抢险指挥部的领导下分工负责，组织各相关单位人员迅速有序参加抢险工作。

　　(2)工作面发生水灾事故时，一定要坚持“水往低处流、人往高处走”的原则，水害发生地点单位和矿调度室要迅速通知受水害威胁区域的工作人员就近进入上山巷道，独头上山的人员要尽快从工作地点撤下来，迅速就近进入上山巷道，直至安全地点。

　　(3)事故发生时，有关单位、劳资科、矿灯房要相互联系，准确统计出出勤人员或井下遇险人员情况，向抢险指挥部汇报，矿医院室要及时做好急救准备工作。

　　(4)发生水害时，如有人被困在巷道内一时难以排水营救，则应及时利用管道或其它方式向遇险人员供风，延长抢救时间。

　　(5)当发生特大水灾有淹没巷道或威胁整个矿井安全时，应组织一切人力、物力排水抢险，同时要采取确保人员安全迅速升井的应急措施，并明确责任人，按顺序关闭水闸门。

　　(6)当水灾威胁到泵房安全时，应将泵房以下水平的工作人员全部迅速撤出，然后将水引入下部巷道，以确保泵房正常排水。一旦-420m水平水仓无法控制水位，要采取放弃-420m生产水平的措施，待-420m水平以下的巷道场所人员撤离后，向-420m以下水平放水。-420m水平以下淹完后，最后撤离-420m水仓人员。若水量特大，要根据采区生产情况，确定向-10m水平撤离，应尽量减少损失。

　　(7)抢险过程中应注意瓦斯等有害气体从透水点涌出，要有排放瓦斯等有害气体的专门措施，设专人监测有害气体浓度。在监测时要注意防止二次突水伤害。

　　4、火灾事故

　　(1)出现火灾后，应迅速查明灾情，及时向矿调度室详细汇报，并组织撤出灾区和受威胁区域的人员，积极组织矿山救护队抢救遇险人员，同时探明火灾地点、范围和发火原因，并采取措施，防止火灾向有人员的巷道蔓延。

　　(2)切断火区电源。

　　(3)根据已探明的火灾范围，确定井下通风方式，有瓦斯涌出的采煤工作面发生火灾时，应保持正常的通风，必要时，应适当加大风量或采取局部反风措施。

　　(4)无论正常通风或增减风量、反风、风流短路、隔绝风流及停止主要通风机运转等，都必须做到：

　　①不致瓦斯积聚、煤尘飞扬、造成爆炸事故、危及井下人员的安全。

　　②不使超限的瓦斯通过火区或不使火源蔓延至瓦斯积聚的地方。

　　③有助于阻止火灾扩大，抑制火势，创造接近火源的条件。

　　④在火灾的初期，火区范围不大时，应组织人力、物力控制火势直接灭火，直接灭火失效时，应采取隔绝封闭火区，并规定隔离火灾而建筑的密闭墙的位置和顺序。封闭火区时，应防止瓦斯爆炸。

　　5、煤尘、瓦斯爆炸事故

　　(1)迅速组织撤出灾区和受威胁区域人员，抢救遇险人员，并及时向矿调度室汇报，组织矿山救护队探明事故的地点、范围和气体成份，发现火源立即扑灭，并切断灾区电源，防止二次爆炸。

　　(2)在证实无二次爆炸可能时，应迅速修复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道，保证工作面区域内沼气和一氧化碳等气体浓度符合《规程》的要求。

　　(3)如果爆炸后，发现仍有明火、残火或隐蔽火源时，应按规定灭火，要求慎重处理，防止二次爆炸。

　　(4)出现事故时，遇险人员应按下列原则撤退：

　　①凡是位于事故地点进风侧人员，应逆风流撤离事故地点，按规定路线上井。

　　②凡是位于事故地点回风侧人员，佩戴好自救器，顺风流选择最近路线或通过风门进入进风风流中去，按规定路线上井。

　　③如果不能及时撤退或巷道受到破坏时，应立即戴好自救器，躲入附近的保险硐静坐待救。

　　④在爆炸波袭来时，可俯在水沟中，以免高温气流损伤呼吸系统。

　　(5)在整个抢救过程中，必须专人严密监测CH4、CO等有害气体浓度和观察风流的变化，防止煤尘飞扬，防止瓦煤爆炸和风流反向。不得随便改变灾区通风系统，需改变时必须由总工程师批准。

　　(6)处理事故时，人员应注意事项：

　　①施工人员必须按照作业规程及安全措施要求的避灾路线撤退。

　　②在独头保险硐避难时，必须将矿灯或衣物等标记放在硐口，以便救护队员及时发现抢救。

　　③要保持头脑清醒，切莫惊慌，行动要沉着，决策要果断，判明性质、地点及范围，要注意自救器的口具、鼻夹不要脱落、以防中毒，迅速撤退和互救。

　　(7)救护队接到矿井发生重大灾害事故后，应立即奔赴灾区抢救遇险人员脱险。

　　(8)主扇防爆设备必须齐全，并符合防爆要求，主扇被破坏后应启动备用扇风机运转。如果备用扇风机启动不起来，应打开防爆门，利用自然风压通风。

　　二、部门救灾责任制

　　l、矿山救护队:一旦发生事故，接到通知后要迅速到达事故现场，完成对灾区伤亡人员的援救和事故处理，并及时向矿有关部门和人员汇报情况。

　　2、通风工区:负责矿井通风系统的建立、调整井下生产场所的配风工作，对井下采掘头面及其他场所实行不间断瓦斯检测，重点把握井下通防安全重点。消除通防隐患，执行与通风有关的措施。当井下发生爆炸事故时，根据救灾指挥部的统一安排，及时调整矿井通风系统，保证救灾工作的顺利进行。

　　3、机电工区:负责改变矿井主扇工作制度，除保证其正常运转外，掌握矿井内停送电工作，及时抢救和安装机电设备，消除机电隐患，完成其它有关任务。灯房应根据入井人员的挂牌及矿灯号码查清在井下的人数及姓名，并及时报告矿调度室，对未持有经生产副矿长签发的入井特别许可证的所有人员不得发给矿灯和自救器，并在井口严格检查。

　　4、生产技术科、安全监察科:按照矿长命令负责协调各方面工作，协助矿长进行抢险救灾的有关工作。

　　6、有关基层区队:负责清点留在本区域工作的人数，采取措施将人员有组织地撒到安全地点，并将现场情况详细报告矿调度室;随时准备接受矿长命令，完成有关灾害处理抢救任务。

　　7、调度室:负责记录事故发生的时间、地点和有关情况，并立即将事故情况报告矿山救护队、集团公司调度室、矿长、总工程师及其它救灾领导小组成员和有关部门，及时向下传达矿长命令，随时调度井下救灾工作，统计掌握出入井人数和留在井下各地区的人数。

　　8、经管科:及时准备好必须的抢险救灾设备，并根据矿长命令迅速运到指定地点。

　　9、运转工区:负责将伤亡人员及时运送上井，保证救灾设备和人员能及时运到事故地点，满足救灾需要。

　　10、总工办:准备好必要的图纸、资料，并根据矿长命令完成测量打钻工作。

　　11、医务室:负责组织对受伤人员的急救治疗，组织护理和药物供应，内部成立救灾应急小组。

　　12、工会、共青团:保证对遇险人员妥善安置和救灾人员的食宿及其它生活事宜。

　　13、保卫科:负责事故抢救和处理过程中的治安保卫工作，维护矿区的正常秩序，不准闲杂人员入矿，并在井口附近设置警戒线专人警戒，严禁闲杂人员逗留、围观。

　　14、电话员:完成通讯线路设施的掐接工作，保证灾害抢救和处理时，通讯畅通无阻。值班电话接线员接到矿调的事故通知后，立即切断与事故没有直接关系的一切通话，开放事故信号，并及时按顺序通知下列人员到矿调度室待命，并协助矿调度室值班调度员及时传达矿长命令。

　　发生事故后，根据事故情况立即召集下列有关单位或部门的人员:

　　救护队、医务室、灯房等单位负责人到矿调度室待命。矿长、总工程师、党委书记、安全矿长、各副总工程师、安监科、生产技术科、通风工区、机电工区、运转工区、经管科、保卫科、总工办、矿办公室等部门或单位的负责人以及电话员到调度室指挥处理。

　　三、自救互抢救方式

　　每一位入井人员应掌握自救和互救方法，当发生顶板、机械等伤害及触电等事故时，应积极进行自救和互救，积极、及时进行人工呼吸及包扎止血等自救、互救方式，并注意防止伤势进一步扩大。

　　第二节 避灾路线

　　1、所有入井人员必须经过安全知识培训，熟悉避灾路线及避灾方法，知道应急措施且能自救互救。

　　2、当迎头发生水灾时，人员依下列路线避灾：

　　迎头→904材料道→-420m提升下山→-420m车场→-420m岩石巷→-420m运输巷→-420m外车场→-320m新下山→-320m车场→-10m提升下山→-10m大巷→斜井→地面。

　　3、当迎头发生火灾、瓦斯与煤尘爆炸时，人员依下列路线避灾：

　　位于进风侧人员：

　　火灾点→904溜子道→溜煤上山→-480m运输巷→-420m提升下山→-420m岩石巷→-420m运输巷→-320m下山→-320m车场→-10m提升下山→-10m大巷→主井→地面。

　　位于回风巷侧人员：

　　火灾点→904材料道→风门→-420m提升下山→-420m岩石巷→-420m运输巷→-320m下山→-320m车场→-10m提升下山→-10m大巷→主井→地面。

　　避灾路线图(图8-1-14)