020909切眼作业规程
第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
Π盘区中组煤020902切眼掘进工作面
二、巷道用途
掘进目的是为形成020902回采工作面生产系统，满足安装液压支架、采煤机、运输设备、通风、行人的需求。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度：全长：平距267m、斜距：271m。
服务年限：2个月
四、巷道坡度
巷道沿9#煤层顶板掘进。
五、预计开竣工时间
本掘进工作面自2013年2月份开工，预计2013年4月份完工。
附：巷道平面布置图
第二节 编写依据
一、 井巷设计说明书。
井巷设计由矿生产部编制、公司相关部室批准的巷道开工说明书。
二、地质说明书。
地质说明书名称为《Π盘区中组煤020902切眼地质说明书》。
三、其它技术规范：
第二章 地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表Ⅰ。
表Ⅰ 井上、下对照关系情况表
水平采区 1070水平 工程名称 Π盘区中组煤020902切眼
地面标高/m +1298-+1290m 井下标高/m +1151.174—— +1108.884
地面相对位置及建筑物 Π盘区提升井口以西954m为交点、向南920m处，方位174°，地面无固定建筑物及设施，对掘进无影响。
井下相对位置对掘进巷道的影响 北部为Π盘区风道保安煤柱，南部为F67断层及保安煤柱，东距020901采空区25m，西部本层未开采
邻近采区情况对掘进巷道的影响 无影响
第二节 煤层赋存特征
该工作面布置于9#煤层中，煤层走向南北、倾向西，煤层厚度0.34m—5.17m、平均厚度3.36m，煤层倾角8——10°、平均9°，煤层层理和节理均不发育，属稳定煤层，煤层直接顶为砂质泥岩，属软弱岩类，老顶为细中粒砂岩，属半坚硬岩类，直接底为黑灰色泥岩，属软弱岩类。
表Ⅱ 煤层特征情况表
指标 数值 备注
煤层厚度/m 0.34-5.17
3.36
煤层倾角( °) 8°-10°
岩石硬度(f) 4
煤层层理 不发育
煤层节理 不发育
自然发火倾向性 II类自燃
绝对瓦斯涌出量(m3·min-1) 0.5
煤尘爆炸指数% 36.3
瓦斯含量(m3·t-1) 2.18
附图：煤岩层综合柱状图
第三节 地质构造
矿区范围内的煤岩层为向西倾斜的单斜构造，地层走向176°，倾角： 8°—10°平均9°，巷道掘进范围内无断层，大型褶曲及岩浆岩侵入体等地质构造，矿区地质构造简单。
第四节 水文地质
该掘进区段水文地质条件中等，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、开口位置
020902切眼开口位置位于020902回风顺槽J号导线点前69m处，方位267°
二、巷道断面
依据9#煤层顶板围岩特性及满足设备安装需求，故将断面设计为矩形：宽8m、高3.5m、断面：28㎡。由于工作面安装端头支架，需将切眼上下端头断面各扩大为宽9m、高3.5m、断面31.5㎡、长度6m，扩大断面时扩切眼北帮1m使达到扩大断面设计尺寸。因巷道掘进断面较大，为确保施工安全及提高掘进效率，采用二次成巷的方式掘进，即切眼中部一次掘进宽4.5m、高3.5m、断面15.75㎡。二次掘进宽3.5m、高3.5m、断面12.25㎡。端头断面一次、二次分别掘进宽4.5m、高3.5m。
附：巷道支护断面图
第二节矿压观测
一、观测对象
Π盘区中组煤020902切眼
二、观测内容
巷道顶板离层量、巷道表面位移量、锚杆载荷观测、锚杆锚固力检测、锚杆预紧力检测、锚索锚固力。
三、观测方法
1、顶板离层监测：切眼开始掘进20m处开始设置测站、每隔50m设1个，共5个，在顶板中部安设一个离层指示仪，监测顶板锚固区内和锚固区外的离层量，采用锚杆机打眼，孔径28mm、深基点7.3m、浅基点2.4m。
2、巷道表面位移观测：切眼开始掘进20m处开始设置测站，每50m设1个，共5个，在每个断面的顶板、底板和两帮的中部各布置1个测点，观测顶底板和两帮相对移近量和移近速度，观测方法使用钢卷尺观测。
3、锚杆、锚索载荷观测：切眼开始掘进20m处开始设置测站，每隔50m设置1个测站、共计5个、每个测站1个测面，分别观测顶帮锚杆、顶部锚索压力变化，非扩帮侧巷帮、顶板各布置2个锚杆观测点、顶板布置2个锚索观测点。工作面侧巷帮布置2个锚杆测点、顶板布置1个锚杆、锚索测点，安装锚杆液压枕观测。
4、锚杆锚固力检测：每300根锚杆为一组，每组测9根，顶板3根，两帮各3根。
5、锚杆预紧力检测：每班检测锚杆预紧力情况。
6、锚索预紧力检测：每根锚索使用MQ18—200/60型矿用锚索张拉机具检测锚索预紧力。
四、观测要求：
顶板离层指示仪自安装日期开始，每天观测一次，10天后，每10天观测一次。其余观测项目在测站设置2个星期内每2天观测一次，2—4个星期每周观测2—3次，然后1周观测2次，变形稳定后一个月观测一次。每次观测除了记录上述内容外，还要记录观测时间，最新测站与掘进面的距离。
第三节 支护设计
一、支护方式
(一)临时支护
一次成巷临时支护使用ZLJ—4机载液压临时支护，临时支护主要有顶梁架、连接器、主架、油缸、翼架、插装式双向锁、高压油管、分流集流阀、溢流阀、两位三通阀、高压过滤器、控制操作阀组成。
二次成巷临时支护采用锚杆上安装4个吊环、沿巷道轴线方向穿2根寸半钢管横向铺设2m×0.3×0.05m木板进行临时支护。
机载临时支护基本参数性能
额定压力 16MPa 护顶面积 1800(长)×2000(宽)
额定流量 50L/min 支护超过掘进机截割头距离 1000—1800mm
额定工作阻力 150KN 展开时间 100S
支护强度 4KN/㎡ 外形尺寸：长×宽×高 1800×2000×590mm
(二)永久支护
顶板采用锚杆+金属网+锚梁+锚索的支护方式作为永久支护、液压单体支柱配合铰接顶梁加强支护。
巷帮采用锚杆+金属网+锚梁的支护方式作为永久支护。
二、支护参数设计
(一)设计方法
该工作面支护参数由中国矿业大学针对切眼断面大，顶板易破碎、易冒落的特点，采用动态系统设计方法设计锚杆支护参数，以及采用工程类比法参照020902回风顺槽设计参数，同时考虑到后期扩帮时应力扰动、断面增大等因素，进行对切眼工作面一次掘进、二次掘进支护参数的设计。
(二)锚杆、锚索支护参数计算
根据锚杆悬吊作用计算锚杆支护参数
1 、按悬吊理论计算锚杆参数
1.1、锚杆长度计算
L=KH+L1+ L2
式中：
L—锚杆长度，m
H—冒落拱高度，m
K—安全系数，取2
L1—锚杆外露长度,0.1m
L2—锚杆锚入稳定岩层的深度，0.3m
其中： H=B/2f=8/2×4=1m。
式中：B——巷道开掘宽度，取8m
f——顶板岩石普氏系数，取4。
则：L=2×1+0.1+0.3=2.5m
施工中锚杆选用L=2.5m，满足设计要求。
1.2、锚杆间距、排距计算：
a=
式中：a—锚杆间排距 m
Q—锚杆设计锚固力 120KN
H—冒落拱高度，取1m
K—安全系数，取2
r—岩体容重
则 a=
a=1.6m
通过计算施工中锚杆间、排距必须小于1.6m,根据巷道断面特征及地质因素，施工中一次成巷与二次成巷、端头支护顶锚杆间、排距为0.8m×0.8m，帮锚杆间排距永久帮0.8m×0.8m、临时帮间排距1m×0.8m，符合设计要求。
(三)、锚杆锚固长度计算
L1=(d12/D2-d22)×L2
L1——锚固长度m
d12——锚固剂直径mm
D2——钻孔直径mm
d22——锚杆杆体直径mm
L2——锚固剂长度
则：L1=(d12/D2-d22)×L2
=(232/282-202)×0.62
=0.83m
通过计算，施工中选用MSCK2335一卷、MSZ2360一卷，共2卷，锚固长度为0.95m，符合设计要求。
(四)、锚索长度校核计算：
L=La+Lb+Lc+Ld
式中：
L—锚索总长度，m
La—锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m
Lb—需要悬吊的不稳定岩层厚度，取3.4m
Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.1m
Ld—需要外露的张拉长度，取0.3m
其中： La≥(K·d1·fa)/4fc
式中：
K—安全系数，取K=2;
d1—锚索钢绞线直径，取17.8mm
fa—钢绞线抗拉强度，N/mm2(1860Mpa，合1427.31N/mm2)
fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。
则 La≥(2×17.8×1427.31)/(4×10)≈1.3m
取 La=1.3m
则 L=1.3+3.4+0.1+0.3=5.1m
施工中选用L=7.3m锚索符合设计要求。
(五)、按悬吊理论法校核锚索排距
L≤nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]
式中 L---锚索排距，m;
B---巷道最大冒落宽度，8m;
H---巷道最大冒落高度，2.5 m;
γ---岩体容重，26.59kN/m3
L1---锚杆排距, 0.8m,
F1---锚杆锚固力, 120kN;
F2---锚索极限承载力,320 kN;
θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;
n---锚索排数,取1。
则： L≤nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]
L≤1×320/[8×2.5×21.58-(2×120×sin75)/0.8]
L≤2.3m
施工中一次成巷与二次成巷锚索排距取1.6m符合设计要求。
(六)、每眼树脂药卷的确定
按照锚固长度的要求，确定树脂药卷数目
X=L1×(Φ12-Φ22)÷L2×Φ32
式中：X——树脂药卷数目
L1——树脂药卷锚固长度mm(端头锚固)
Φ12——钻孔直径mm
Φ22——锚索直径mm
Φ32——锚固剂直径mm
L2——树脂药卷长度mm
则：X=L1×(Φ12-Φ22)÷L2×Φ32
=2.4×(282-17.82)÷600×232
=3(卷)
通过计算，施工中使用MSCK2335一卷、MSZ2360两卷树脂锚固剂，符合设计要求。
三、支护说明
(一)、一次掘进与二次掘进支护说明：
1、顶、帮支护采用φ=20mm，L=2.5m的高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆、外端安装150×150×10mm碟形钢托盘、调心垫圈、M22螺母预紧锚杆。临时帮采用φ=18mm，L=1.8m圆钢锚杆、外端安装100×100×10mm钢托盘、M20螺母预紧锚杆。锚固端使用MSCK2335、MS2360锚固剂各一卷、顶帮铺设Φ4.0×10×1m、网格为30×30mm的菱形金属网和12#钢筋焊接的钢筋梯子梁。顶锚杆间排距为800×800mm、一次掘进与二次掘进顶部每排布置6根锚杆、两侧锚杆向两帮煤体倾斜20°，其余锚杆垂直于顶板支护。帮锚杆间排距为：永久帮800×800mm、每排5根锚杆，临时帮间排距为1000×800mm、每排4根锚杆。二次扩帮北帮帮锚杆间排距为800×800mm，每排布置5根锚杆，上下端锚杆仰、俯角20°，其余锚杆垂直于巷帮支护。
2、一次成巷与二次成巷顶部均采用φ=17.8mm的钢绞线，长为7.3m，锚固端使用树脂锚固剂MSCK2335一卷、MS2360锚固剂各两卷、外端安装300×300×16mm碟形钢托盘及锁具。锚索布置形式为单点五花眼布置，即两排双锚索之间布置一根单锚索。双锚索间排距为2000mm×1600mm，单锚索排距1600mm。
(二)、一次、二次端头掘进支护说明：
参考切眼支护参数，但端头顶板跨度达9m，支护难度大，需提高支护强度，故减小顶板锚索间排距，锚索间排距为1300×800mm，每排打3根锚索，布置形式为单点式。顶板锚杆间排距为800×800mm，一次掘进顶部布置6根锚杆、二次掘进顶部布置7根锚杆。帮锚杆支护参数为：永久帮间排距为800×800mm、每排5根锚杆，临时帮间排距为1000×800mm、每排4根锚杆。
(三)、单体液压支柱配合铰接顶梁加强支护说明：
由于切眼工作面中部跨度达到8m、上下端头宽度达9m，支护难度大，必须通过单体液压支柱配合铰接顶梁加强支护来支撑顶板，保障切眼支架安装的安全。故在切眼二次扩帮前，靠近临时帮打设一排单体液压支柱，柱距800mm、距煤帮400mm。二次掘进时，滞后掘进工作面5m在靠近临时帮单体支柱900mm处打设一排单体液压支柱配合铰接顶梁架设正悬臂支架加强支护、柱距800mm。由于底板为煤层，支设单体时垫柱鞋，单体支柱的初撑力不低于25MPa。
第四节 支护工艺
1、锚杆施工工艺：定眼位→打眼→吹眼→装药卷→搅拌→凝固→安装并紧固锚杆。要求如下：
①、打眼顺序
自后向前，先顶板后两帮，顶板先中间后两边，两帮自上而下。锚杆按间排、距依次由中间像两侧及前方布置。
②、锚杆眼定位
锚杆眼要严格按设计间排距定位，位置要准确，眼位误差不得超过50mm、顶板两侧锚杆向两帮煤体倾斜20°、帮锚杆上下端锚杆仰俯角20°，眼向误差不得大于5°。
③、锚杆眼长度
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，钻孔深度与锚杆有效长度(钻孔内锚杆长度)误差不大于50mm，即2400—2450mm
④、吹眼
巷帮锚杆钻孔打完后必须采用高压风吹眼，把锚杆眼内的煤(岩)粉、积水吹干净，以确保树脂药卷与锚杆眼壁的粘结力。
⑤、安装锚杆
树脂药卷按规定的数量、规格逐个装进锚杆眼口(超快药卷在最前面)，用锚杆顶住药卷，轻轻送至眼底，当树脂锚固剂全部送至锚杆眼底时启动锚杆钻机搅拌锚固剂，边推进边搅拌，搅拌时间约为30秒。其中对于帮锚杆，搅拌充分后，停止搅拌约60秒，待树脂锚固剂凝固后慢慢将锚杆钻机退下，装上托盘并用气动扳手拧紧螺母并用力矩扳手检测，力矩不小于200N·m，保证托盘压紧、压正，金属网并紧贴巷道表面。顶锚杆可由锚杆钻机安装拧紧再用气动扳手预紧，力矩不小于250—300N/m。锚杆外露长度大于20mm，小于50mm，顶锚杆锚固力达到120KN、即20MPa。帮锚杆预紧力达到100KN、即16MPa，使用MLJ-250锚杆拉拔器检查锚固力。
2、铺设金属网工艺：打开液压前探临时支护，在前探梁上放好金属网，将金属网边与后一茬网边先绑扎3-5点。然后按设计间排距打设锚杆，压紧金属网贴紧巷道表面。要求如下：
所有网边钢丝端头均与周边金属网搭接，不得空缺。金属网搭接长度100mm，每隔200mm用双股16#铅丝绑扎牢固。连接时，双丝双扣，扭结不小于3圈。
3、锚索施工工艺：定位锚索孔→打孔→逐个安装树脂锚固剂→安装托盘及锁具→安装锚索张拉机具→预紧锚索。锚索施工工艺要求：
①、打锚索眼
打钻孔时要保持钻机底部不挪动，以免钻杆轴线不直，给锚索安装带来困难。锚索支护要紧跟工作面并及时安装预紧。
②、锚索的锚固
依次将快速树脂药卷、慢速树脂药卷放在孔底。用钢绞线顶住药卷，用锚索搅拌器与锚杆机和钢绞线连接，开动锚杆机搅拌树脂药卷，边推进边搅拌。搅拌时间大于30s，等待2min回落钻机，卸下搅拌器，完成锚索的内锚固。
③、树脂药卷的养护：搅拌充分后，为了要提供足够的树脂药卷养护时间，要求等待30min。
④预紧
待树脂锚固剂凝固后，安装托盘和与钢绞线配套的锁具，然后用MQ18-200/6型锚索张拉机具预紧钢绞线并达到设计锚索预紧力100kN，即30MPa。
4、单体支柱及悬臂梁支护工艺
①、按巷道中心线确定单体支柱位置、清理浮煤，垫柱鞋打设单体支护。
②、单体支柱使用铁丝或防倒绳与顶网或锚梁拴好，防止倒柱伤人。
③、升柱时一人抓支柱的手把将支柱立在柱位上，另一人拿好注液枪，转动支柱使注液阀向下，然后冲洗注液阀内煤粉，将注液枪卡套卡紧注液阀，开动手把供液升柱，使柱爪卡住梁牙并供液达到规定初撑力为止，退下注液枪并挂在支柱手把上，并使支柱与梁联成一体。
④、挂梁时，一人两手抓住铰接顶梁将之插入已安设好的顶梁两耳中，另一人插上顶梁圆销并用锤将圆销打到位。
⑤、单体支柱必须向上山方向迎山1°。
5、质量标准与检验
质量标准与检验表
序号 项目 设计尺寸、数量 允许偏差 备注
合格mm 优良mm
1 巷道净宽/mm 8000/9000 0 — +200 设计值 端头净宽9000
巷道净高/mm 3500 0 — +200 设计值
2 顶锚杆间、排距/mm 800×800 ±100 设计值
3 帮锚杆间、排距/mm 800×800 ±100 设计值 永久帮
4 帮锚杆间、排距/mm 1000×800 ±100 设计值 临时帮
5 锚杆外露长度/mm <50 <50 设计值
6 顶锚杆预紧力/N.m 250——300 符合设计
7 帮锚杆预紧力/N.m 200 符合设计
8 顶、帮锚杆锚固力/KN 120/100 符合设计
9 锚杆角度/() 20° ±5°
10 锚杆孔深度mm 2400 0 —+50
11 锚索预紧力/KN 100 符合设计
12 锚索外露长度mm <300 符合设计
13 锚索间、排距mm 2000×1600 -100 — +100 切眼中部
14 锚索间、排距mm 1300×800 -100 — +100 切眼端头
15 锚索孔深度mm 7000 0 —+200
16 网搭接、连接间距/mm 100、200 符合设计
17 单体支柱 柱距mm 800 符合设计
初撑力MPa 25 符合设计
迎山角度 1° 符合设计
位置mm 距临时帮400 符合设计
第四章 施工工艺
第一节施工方法
1、020902切眼工作采用二次成巷方法掘进，锚网索支护，单体液压支柱配合铰接顶梁加强支护。
2、施工中严格按照地测防治水科标定的巷道中心线沿9#层顶板掘进。
3、工作面掘进中，最大控顶距为1200mm、最小控顶距为400mm。
4、该切眼工作面由020902回风顺槽开口以267°方位掘进下山工作面，一次掘进到位后开始二次扩帮掘进。
5、工作面锚杆、锚索孔施工使用MQT—130型风动锚杆机配合B19组合钻杆、Φ28mm金刚石钻头打眼，锚杆、锚索搅拌器安装锚杆，帮锚杆使用支腿式气动帮锚机或煤电钻配合组合钻杆或麻花钻杆打眼，锚杆搅拌器安装锚杆。
6、020902回风顺槽切眼开口跨度为9m，为防止顶板下沉、冒落，故在顺槽切眼开口范围内沿顺槽轴线方向布置2排液压单体支柱配合铰接顶梁进行对切眼开口处加强支护。(附：支护平面图)
第二节落煤方式
1、落煤方式：一次掘进采用EBZ—132型掘进机割煤，二次掘进采用ZMS—1.2型煤电钻打眼爆破落煤。
2、施工顺序：(1)安全检查(顶板、通风、电气设备)→准备工作→割煤/打眼爆破→临时支护→永久支护→出渣→检查工程质量。
3、掘进机切割头切割方法：由巷道底部向顶部切割。
4、爆破工艺
4.1、爆破器材
使用3级矿用乳化炸药，毫秒延期电雷管，放炮器起爆。
4.2、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，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免受潮拒爆。
4.3、起爆方式
爆破网络采用分组串联一次起爆的方式爆破。
4.4、爆破参数设计
炮眼数目及装药量的确定
根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：Q=qSLn
式中：q—单位炸药消耗量
q=0.66kg/m3 【引自：井下爆破工程表5-5】
S-巷道断面积m2，12.25m2
L-炮眼平均深度，m，取0.9米
n-炮眼利用率，取0.88 n=L0/L
L0- 一茬炮进尺
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=0.17m;
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0.15kg
根据以上公式，确定一茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为
Q=0.66×12.25×0.9×0.88=6.4(kg)
N=(0.66×12.25×0.17×0.88)/(0.5×0.15)=16(个)
根据工作面地质条件，实际炮眼数量取31个。
端头断面二次掘进断面炮眼数目及装药量的确定
Q=qSLn=0.64×15.75×0.75×0.88=6.7
N=q×S×m×n/(x×P)
=0.64×15.75×0.17×0.87/0.5×0.15=20(个)
根据现场地质条件、实际炮眼数量取35个
附：炮眼布置图及爆破参数表
第三节 装载与运输
一、装载与运输设备
装载与运输设备统计表
设备名称 型号 数量 安装位置 固定方式 运输距离 备注
U型矿车 1T 运料
架子车 1.5T 运料
刮板机 SGB-620/40T 2台 020902切眼 压柱 200m 运煤
刮板机 SGB-420/30T 1 020902切眼 压柱 70m 运煤
可伸缩带式输送机 DTⅡ-800 1台 020902回风顺槽 地锚 850m 运煤
掘进机 EBZ—132 1台 020902切眼 割煤
二、运输方式及要求
1、一次成巷割煤后由掘进机装载铲板将煤耙装到中间刮板输送机上经桥式转载机至切眼刮板输送机至胶带输送机到煤仓联络巷刮板输送机进入煤仓。
2、二次成巷爆破落煤后，由人工攉煤至切眼刮板输送机至顺槽皮带输送机至煤仓联络巷刮板机进入煤仓。
3、运输中要认真检查胶带输送机、刮板输送机的运转情况是否正常，发现异常时及时停机处理。
4、运输中开启各转载点喷雾降尘。
5、运输中发现有大块煤矸时必须用大锤将其砸碎后进入煤仓。
6、煤仓口处必须安设篦子，间距不得超过300mm。
7、刮板输送机机头、机尾必须安设牢固的压柱。
第四节 管线布置
一、风、水管路布置要求
1、风管、水管布置在巷道南帮，风管距底板1m、清水管距底板0.5m、排水管距底板0.3m。采用Φ16mm、L=600mm的圆钢锚杆及扁铁固定管路，固定管路锚杆间距2m，外露200mm。
2、水管接口严实不得出现漏水现象。水管距工作面20m范围内使用一寸胶管，20m以外使用2寸铁管，要随工作面掘进进尺及时延长，并且每隔50m设置一组三通阀门。
二、电缆布置要求
1、电缆布置在切眼南帮，距底板2.5m，采用两端打眼安装圆钢锚杆顺巷道方向拉Φ12.5mm钢丝绳，在钢丝绳上每隔1000mm安装一个电缆钩进行悬挂电缆。
2、工作面电缆必须悬挂整齐、高低水平。
3、信号线、电话线、监测线布置于动力电源线上方。
4、电缆确保干净、无灰尘，并且张贴电缆标志牌。
三、风筒布置要求
1、工作面风筒布置在切眼南帮，距底板2.7m，悬挂时两端打眼安装锚杆、顺巷道方向铺设8#铅丝，用小钩悬挂风筒。
2、风筒吊挂平、直、无急弯，风筒接口严密无漏风现象。
3、风筒出口距工作面距离不大于6m。
第五节 设备及工具配备
设备及工具配备情况表
设备名称 型号 数量 用途 备注
风动锚杆钻机 MQT——130 1 打眼
掘进机 EBZ—132 1 割煤
带式输送机 DTⅡ-800 1 运煤
刮板输送机 SGB-620/40T 2 运煤
刮板输送机 SGB-420/30T 1 运煤
局扇 FBD 2×11KW 2 通风 一台工作，一台备用
支腿式风动帮锚机 MQT——130 2 打眼
BK系列气扳机 BK42 2 预紧锚杆螺丝
煤电钻 ZMS——1.2 1 打眼
组合钻杆 B19 打锚杆眼
麻花钻杆 Φ22mm 打眼
金刚石钻头 Φ28mm 打锚杆眼
煤钻头 Φ28mm 打眼
铁锹 6把 清煤矸
镐 2把 刨帮
第五章 生产系统
第一节 通风
一、通风方式
一次成巷通风方式采用压入式通风，局部通风机安设在II盘区中组煤020902车场新鲜风流中。
二次成巷通风方式采用全风压供风。
二、通风系统
(一)一次成巷通风系统
新风：地面→Π盘区中组煤轨道上山→020902车场→局部通风机及风筒→020902回风顺槽→工作面。
污风：工作面→020902回风顺槽→回风联络巷→II盘区风道→总回风巷
(二)、二次成巷通风系统
新风：地面→Π盘区中组煤轨道上山→020903车场→020902运输顺槽→工作面。
污风：工作面→020902回风顺槽→回风联络巷→II盘区风道→总回风巷
附：通风系统图
三、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×QCH4×K
Q掘=100×0.5×2=100m3/min
式中：Q掘—掘进工作面实际需要的风量m3/min
100—单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值
QCH4—掘进工作面绝对瓦斯涌出量m3/min
K—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，该巷取2
2、按同时工作的最多人数计算：
Q=4N=4×30=120m3/min
N——工作面同时工作的最多人数
3、按炸药使用量计算
Q掘=25A=25×7.13=178.3m3/min
式中：Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/min
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量 kg
25—每千克炸药爆破后，需要供给的风量 m3/(min.kg)
4、按局部通风机的实际吸风量计算(FBD 2×11KW )
Q=Q局×I=280×1=280m3/min
式中：Q—掘进工作面实际需要风量m3/min
Q局—掘进工作面局部通风机的额定风量m3/min
I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数。
5、按风速计算：
根据上述计算结果，选取最大风量Q=280m3/min作为验算依据。
①、按最低风量验算：
Q掘=0.25×60×S=15×15.75=236m3 <280m3/min
②按最高风量验算:
Q掘=4×60×S=240×15.75=3780m3/min>280m3/min
S——掘进工作面断面㎡
③、按有害气体浓度不超过1%验算
P瓦/Q掘≤1%
即：0.5m3/min÷280m3/min=0.02%≤1%
四、局部通风机选型
根据风量计算，工作面需风量280m3/min，百米漏风率按2%计算，设计通风距离1237m，则局部通风机供风量应满足设计要求。故选用2×11KW风机，配φ800mm胶质阻燃风筒向工作面供风，另配1台同型号的局部通风机联接不同电源,并用切换开关实行双风机双电源进行供风，每7天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。
第二节 压风系统
工作面风动钻机风源从Π盘区中组煤轨道上山压风自救管接出。
1、压风系统：地面压风房→主井→主井联络巷→1070大巷→1070南大巷→Π盘区中组煤轨道上山→020902车场→020902回风顺槽→工作面。
管路规格：压风连接管路主管使用Φ57mm涂塑钢管，连接设备使用Φ25mm、Φ19mm钢编管。
第三节 综合防尘
防尘供水系统：矿泉水泵房→1070南大巷→Π盘区中组煤轨道上山→地面高压水池→Π盘区中组煤轨道上山→020902车场→020902回风顺槽→工作面。
各转载点喷雾齐全，并正常使用，及时消除浮煤。每间隔50m范围安设了1道三通阀门及喷雾设施，割煤时及爆破后正常开启喷雾降尘，水压不小于4Mpa。
附：防尘洒水系统图
第四节 防 灭 火
防灭火供水系统：矿泉水泵房→1070南大巷→Π盘区中组煤轨道上山→地面高压水池→Π盘区中组煤轨道上山→020902车场→020902回风顺槽→工作面。
1、预防内、外因火灾措施
(1)、井下严禁使用灯泡和电炉取暖、严禁携带火柴入井。
(2)、在井下严禁采用可燃性材料搭建临时操作间或休息室
(3)、巷道内无粉尘、浮煤堆积。
2、防止胶带输送机着火措施
工作面必须使用阻燃皮带，严格执行防止胶带着火的有关规定和措施，巷道内必须有消防管路，每隔50m设置一个三通阀门，输送机机头前后各20m范围内使用不燃性材料支护，并且配备0.2m3的灭火砂箱一个，干粉灭火器两个，皮带机要设综合保护装置，巷道要保持清洁，杜绝机头、机尾浮煤堆积和皮带拖地现象。
(1)、巷道内电器设备实现“三无”杜绝失爆。
(2)、电器开关处放置两个干粉灭火器，0.2m3的灭火砂。
(3)、井下使用过的润滑油、棉纱布头等必须存放在加锁的铁箱内，定期运到井上处理。严禁把废油、剩油泼洒在巷道中。
4、预防放炮着火措施
(1)、掘进工作面放炮必须执行“一炮三检”、“三人连锁放炮制度”，必须执行炮掘工作面一次装药、一次起爆的放炮制度。必须使用水炮泥，封泥长度也要符合作业规程的规定。
(2)、放炮联线前，必须检查放炮母线的完好情况，不准有裸露的接线头或不按规定操作现象，否则追究放炮员的责任。
(3)、工作面放炮前，必须执行人工停电切断回风流中所有电器设备的电源，否则不准放炮，送电前检查瓦斯，当工作面及其回风流中沼气浓度小于1%以下时，方可送电。
(4)、安检员、瓦检员是落实放炮管理、瓦斯管理措施的现场监督人员，必须带头执行好“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度，发现瓦斯超限，放炮母线裸露等不安全隐患时，立即停止放炮。
第五节 安全监控
1、巷道内安设2台甲烷传感器，T1距迎头小于5m，T2距回风口10—15m，并安设一台温度传感器、一台粉尘传感器和一台一氧化碳传感器。皮带输送机机头处安设一台烟雾传感器。
2、工作面掘进机安设机载甲烷传感器，并投入使用，监测割煤过程中瓦斯浓度变化，当瓦斯浓度超过1%时自动切断掘进机电源。
3、断、复电瓦斯浓度及断电范围
(1)断电值：T1≥1.0%CH4 T2≥1.0%CH4
(2)断电范围:T1、T2——本掘进工作面全部非本质安全型电气设备。
(3)复电值：T1<1.0%CH4 T2<1.0%CH4
(4)报警值：T1≥1%CH4 T2≥1%CH4
4、监控设施管理措施：
①、甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
②、甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其它损坏。
③、甲烷传感器只有监控人员有权标校，每7天用气样标准标校一次，日常若有故障，应及时处理。
④、工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监控单位负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定，接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。
⑤、因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。
⑥、工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移。严禁将传感器放在风筒处直吹。
⑦、洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故发生。
⑧、每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。
5、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，对所施工地段的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(报警值为1%)必须立即处理。
②、当班的班组长、掘进机司机、放炮员必须携带便携式甲烷报警仪，并把GJG10H型甲烷传感器悬挂在工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，并进行处理。
③、所有电工必须携带便携式甲烷报警仪，在检修设备时检查20m范围内甲烷气体浓度，仪器报警时不得送电或检修。
附：监控系统图
第六节 供 电
工作面动力电源由II盘区变电所直接提供。工作面供电必须实行双风机、双电源，三专两闭锁。
第七节 排 水
根据地质说明书有关资料，020902切眼工作面顶、底板没有涌水现象，但为抽排施工用水、故在工作面安设9.2KW水泵接Φ25mm胶管排水。
排水系统：工作面水泵——020902回风顺槽——020902车场——Π盘区中组煤轨道上山——1070南大巷——中央水仓——地面
第八节 运 输
一、运煤系统
工作面→020902回风顺槽→煤仓联络巷→020901运输顺槽煤仓→II盘区主皮带
二、运料系统
1070大巷采用电机车牵引1.5t架子车及1t矿车、平板车运送物料，Π盘区中组煤轨道上山采用3.5m绞车提升矿车与平板车等提放物料。
地面→1号副井→井底车场→1070大巷→Π盘区中组煤轨道上山→020902车场→020902回风顺槽→工作面
附：运输系统图
第九节 照明、通讯和信号
一、照明
工作面输送机机头处安装127V LED矿用隔爆型照明灯，掘进机前、后自带照明灯，施工中打开前后照明。
二、通讯
1、工作面通讯设备由监测中心安装有线电话和小灵通基站。
2、工作面有线电话能够和全矿井井下、地面固定电话相互联系，小灵通能够和移动、联通、电信等移动电话相互联系。
3、工作面有线电话安装在距切眼工作面不大于50m的位置
4、小灵通基站必须安设在工作面小灵通能够接收信号的范围内。
三、信号
输送机机头、机尾必须安设声光双向往返信号装置，信号规定：一停、二开，乱点为事故点。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、作业方式
1、采用“四六”工作制，早班维护与生产交替作业，中、晚、夜班只生产。
二、劳动组织
该工作面施工中，每组11人、其中包括班长、掘进机司机、锚杆机司机、运输机司机、其他。各工种人员配备见劳动组织表。
“四六”制 劳 动 组 织 表
在册人数 备注
早班 中班 晚班 夜班 合计
队长 1 1
书记 1 1
副队长 1 1 1 1 4
技术员 2 2
验收员 1 1 1 3
班长 1 1 1 1 4
掘进机司机 1 1 1 1 4
放炮员 1 1 1 1 4 二次扩帮
锚杆机司机 2 2 2 2 8
运输机司机 5 5 5 5 20
电钳工 7 7
下料工 2 2
合计 25 11 12 12 60
第二节 作业循环
根据020902切眼工作面一次成巷综掘、锚网支护，胶带运输，二次成巷爆破锚网支护、人工攉煤胶带运输施工工序，严格按照劳动组织表人员配备，合理布置工作，提高工时利用率，每日分四班生产，每班3个循环，每循环进0.8m、每班进2.4m、每日9.6m，每月进240m。二次成巷爆破落煤每循环进0.8m,每班进1.6m、每日6.4m，每月160m。
附表 循环作业图表
第三节 主要技术经济指标
表Ⅰ、 经济技术指标表(一次掘进)
项 目 单位 计划 备注
掘进断面 m2 15.75
净断面 m2 15.75
循环进度 m 0.8
循环个数 个 3
每班循环进尺 m 2.4
日进米 m 9.6
月进米 m 240
日出勤定员 人 60
表Ⅱ、材料消耗表
材料名称 规格(mm) 单位 消耗量/m 备注
锚 杆 Φ20×2500 根 13.75 顶、帮锚杆
锚 杆 Φ18×1800 根 5 临时帮
锚杆托板 150×150×10碟形 个 13.5
锚杆托板 100×100×10 个 5 临时帮
锚杆锚固剂 MSCK2335/MSZ2360 支 各13.75
金属网 Φ4×1000×10000 ㎡ 11.5
锚梁 L=4200 根 1.25 顶部
锚梁 L=3400 根 1.25 永久帮
锚梁 L=3200 根 1.25 临时帮
锚 索 Φ17.8×7300 根 2 端头3.75
锚索托板 300×300×16 个 2 端头3.75
锚索锚固剂 MSM2360/MSZ2360 支 6 端头11.25
表Ⅲ、 经济技术指标表(二次掘进)
项 目 单位 计划 备注
掘进断面 m2 12.25 端头15.75
净断面 m2 12.25 端头15.75
循环进度 m 0.8
循环个数 个 2
每班循环进尺 m 1.6
日进米 m 6.4
月进米 m 160
日出勤定员 人 60
表Ⅳ、材料消耗表
材料名称 规格(mm) 单位 消耗量/m 备注
锚 杆 Φ20×2500 根 13.75 端头8.75
锚杆托板 150×150×10碟形 个 13.5 端头8.75
锚杆锚固剂 MSCK2335/MSZ2360 支 各13.75 端头各15
金属网 Φ4×1000×10000 ㎡ 7 端头8
锚梁 L=4200 根 1.25 顶部
锚梁 L=3400 根 1.25 北帮
锚梁 L=5000 根 1.25 端头
锚 索 Φ17.8×7300 根 2 端头3.75
锚索托板 300×300×16 个 2 端头3.75
锚索锚固剂 MSM2360/MSZ2360 支 6 端头11.25
炸药 乳化炸药 Kg 8 端头8.9
雷管 电雷管 支 38.75 端头43.75
第七章 安全技术措施
第一节 一 通 三 防
一、通风管理
1、局部通风机由专人负责管理，确保正常运转。局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10m。
2、使用双风机、双电源供风，两台局部通风机必须错开一定距离，且严禁安设在一条直线上。局部通风机吸风口附近10m范围内的进风侧严禁堆放杂物。
3、局部通风机供电必须实行“专用变压器、专用开关、专用电缆”并必须与其供风巷道内的电气设备实行风电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电器设备的电源。
4、正常工作的局部通风机出现故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内停止作业，排除故障后，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作。
5、工作面安设风电、瓦斯电闭锁装置，监测单位每7天至少进行一次甲烷风电闭锁试验，施工单位每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。
6、因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至新鲜风流中，并切断电源。在恢复通风前，必须由瓦检员检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可由指定人员开启局部通风机。
7、临时停工地点不得停风，否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标，禁止人员入内，并向矿调度室汇报。
8、风筒接头要严实、无破口、无反接头。接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处必须设弯头或缓慢拐弯，严禁拐死弯。
9、风筒出口距工作面距离不大于6m，并且迎头必须有两节备用风筒。
10、工作面回风流中瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度达到1.5%时必须停止作业，切断电源，并采取措施进行处理。
11、因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可人工手动送电。
12、切眼掘进未和020902运输顺槽贯通进行扩帮作业时，必须更换局部通风机，使其满足工作面风量需求。
二、防尘管理
1、施工中每班对工作地点及运输系统冲洗一次，并且确保喷雾齐全正常使用。
2、通风队应定期采集各作业工序粉尘样品测定，并按《煤矿安全规程》规定定期进行游离SiO2含量测定。当粉尘中游离SiO2含量大于10%，总粉尘浓度不得超过2mg/m3，当粉尘中游离SiO2含量小于10%时，总粉尘浓度不得超过10mg/m3，呼吸性粉尘浓度符合规定。
3、加强个人防护，进入工作面作业人员必须佩戴防尘口罩
4、割煤过程中及时开启回风流中喷雾，并要开启掘进机外喷雾。
5、防尘设施不能随意拆除，设专人管理。
三、防火管理
1、工作面严禁存放煤油、柴油等易燃物品，擦洗设备的棉纱、布头等用后必须装入铁桶内密封，回收至地面，严禁随意丢放。工作面所剩各种油脂物质均必须密闭，严禁随地泼洒。
2、任何人发现火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的措施直接灭火，控制火势，并迅速汇报矿调度室。矿调度室在接到井下火灾的报告后，应立即按《矿井灾害预防与处理计划》通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。矿值班领导和现场的跟班领导、班组长将所有可能受火灾威胁的人员及时撤至安全地点，并组织人员利用一切工具、器材进行直接灭火。
3、电器设备着火时，应先切断电源，在切断电源之前，只准使用不导电的灭火器材进行灭火;油脂着火时，禁止直接用水灭火，必须使用黄沙或干粉灭火器灭火。
4、在抢救人员和灭火过程中，矿值班领导必须指派专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量的变化，同时必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。
5、电气设备处防火沙箱不小于0.2m3，2个干粉灭火器。
6、禁止一切人员携带烟草及点火工具入井。
四、防治瓦斯管理
1、加强工作面通风管理，每日对局部通风机进行详细检查并进行主、副风机切换试验，并做好记录。
2、当班瓦检员严格按规定对工作面瓦斯浓度进行详细检查,班组长使用便携式甲烷报警仪检查瓦斯浓度，当瓦斯浓度超过0.75%时立即停止作业，采取措施进行处理，防止瓦斯超限。
3、每班必须将甲烷传感器悬挂在工作面风筒另一侧，距工作面不大于5m、距巷帮不小于200mm、距顶板不大于300mm的范围内监测工作面瓦斯浓度。
4、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开启。
5、工作面回风风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员、查明原因、制定措施、进行处理。
第二节 顶 板 管 理
1、割煤、爆破后及时架设临时支护，在临时支护的保护下进行永久支护，临时支护形式必须符合作业规程规定，施工中严禁空顶作业。
2、必须坚持“敲帮问顶”制度，每次进入工作面前，班长、跟班队长必须对工作面顶板及两帮的安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患后方可作业。
3、锚杆间距、排距误差不得超过±100mm，顶锚杆预紧力达到250-300N/m,锚固力达到120KN即20MPa,帮锚杆预紧力达到200N/m、锚固力达到100KN,即16MPa。不符合要求时及时补打锚杆。
4、锚杆眼深度、角度、外露长度符合设计要求，超过规定值时必须重新补打锚杆
5、严格按照规定的锚固剂型号、数量进行安装锚杆。
6、锚索预紧力为100KN、即30MPa,锚固力达到200KN。间距、排距符合规程设计要求，不符合要求时必须重新补打锚索。
7、金属网铺设平、紧，并且每隔200mm用16#铅丝进行扭结，扭结成双丝双扣，至少扭结三圈，搭接宽度为100mm。
8、严格按照规定要求做锚杆、锚索锚固力试验，并做好详细记录。
9、二次掘进前在距临时帮400mm处打设液压单体支柱对顶板进行加强支护。
10、二次扩帮掘进中，滞后工作面5m在靠近临时帮单体支柱900mm处打设一排单体支柱配合铰接顶梁加强支护、柱距800mm。由于底板为煤层，支设单体时垫柱鞋，单体支柱的初撑力不低于25MPa。
第三节 防 治 水
1、掘进期间，加强水文地质调查，坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘”的原则，发现有出水预兆时及时停工，并采取措施探放水。
2、工作面应根据该面最大涌水量配备相应的排水设备，并确保排水系统畅通且能正常运行。
3、排水管路的连接及管路的日常维护、闸阀的清理和更换要及时。
4、各排水点，所有排水泵用软管连通，连通处设闸阀。
5、发现异常征兆时，必须采取处理措施，施工中发现有透水征兆，如工作面出现挂红、挂汗、空气变冷、发现雾气、水叫、顶板淋水加大，顶板来压，底板鼓起或产生裂隙，发现淋水、有嗅味等异状时，必须停止作业，采取措施，报告调度室，如情况危急，必须撤出所有受威胁地点的人员。
第四节 爆 破 安 全
1、井下爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁制度 ”“放炮停电制度”。
2、工作面采用毫秒爆破，最后一段总延期时间不得超过130ms。
3、爆破员必须把炸药、电雷管分别存放在专用爆炸材料箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆炸材料箱必须存放在顶板完好，支护完整避开机械电气设备地点，且雷管箱与火药箱保持3m距离，爆破时，必须将爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
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)、必须在顶板完整、支架完好，避开电气设备和导电体地点附近进行，严禁在爆炸箱上装配引爆药卷。
(2)、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。
(3)、电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。
6、装药前，首先清除眼内的煤(岩)粉，再用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须密接。
7、炮眼必须用炮土封实，封泥长度不得小于0.5m。
8、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破。
(1)、工作面的空顶距离不符作业规程规定，或者支护失效，或者伞檐超过规定。
(2)、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%。
(3)、在爆破地点20m以内有未清除的煤矸，或其他物体，堵塞巷道断面三分之一以上。
(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，透采空区等情况。
(5)、有透水征兆(温度变冷、挂红、挂汗、有水叫、雾气)。
9、爆破时班组长或跟班队长必须派专人在距爆破点100m以外安全地点设警戒岗，警戒点位于020902回风顺槽距切眼开口往北100m处。020902运输顺槽距切眼开口往北100m处。
10、爆破时爆破母线长度不得低于100m，起爆点距工作面不低于100m的安全地点，起爆点位于020902回风顺槽内。
11、爆破母线和连接线应符合下列要求
(1)、爆破母线和连接线，雷管脚线和连接线，脚线之间的接头
必须相互扭紧并悬挂，不得和导电体相接触。
(2)、爆破母线随用随挂，不得使用固定爆破母线。
(3)、爆破母线与电缆电线、信号线必须分挂在巷道两侧。
(4)、只准采用绝缘母线单回路爆破，爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
12、爆破员必须最后离开工作面，并必须在安全警戒线外安全地点起爆。
13、发爆器的遥控器，钥匙必须由爆破员随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将钥匙插入发爆器，爆破后，应立即将钥匙拨出，摘掉母线并扭结成短路。
14、爆破前，脚线连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破员进行。爆破母线，连接脚线，检查线路和通电工作，只准爆破员一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达放炮命令。爆破员接到命令后，必须先发出爆破警号，至少等5秒，方可起爆。
15、通电拒爆时，爆破员必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路;使用延期电雷管时，至少要等15min，才可沿线路检查，找到拒爆原因。
16、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应当班处理完毕，如果当班未能处理完毕，当班爆破员必须在现场向下一班爆破员交接清楚。处理炬爆时，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，严禁用压风机吹拒爆炮眼。
(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。
17、爆破员要严格执行火工品的领退制度，剩余的火工品要交回火药库。
18、火药、雷管必须由两人领取，雷管由放炮员运送，火药由其他人员运送，行走时两人前后保持20m距离，且放炮员在后。
第五节 机 电
1、认真管理好各种机电设备，检修制度化，维护正常化。
2、杜绝电器设备失爆、严禁带电检修、搬迁电器设备，检修或搬运前必须切断电源，并用同等电源电压相适应的验电笔验电、放电，并将开关打到停止位置并闭锁，并悬挂“有人工作，严禁送电”的停电牌。
3、井下漏电保护、风电瓦斯闭锁、煤电钻及照明综合保护装置必须专人负责检修，确保其可靠。
4、井下供电应做到“三无”(无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头)、“四有”(有过流和漏电保护装置、有弹簧垫和螺栓、有密封圈和挡板、有接地装置)、“三全”(防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全)、“三坚持”(坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电闭锁)。
5、井下五小电器(打电器、电铃、按钮、三通、四通接线盒)、电话、声光信号上牌板，电气设备上架。
6、严禁机电人员违章作业，严禁非电工人员打开各种电气开关违章作业。
7、工作面电缆必须悬挂整齐，并且粘贴电缆标志牌。
8、设备停止运转时，必须将开关把手打到停止位置并且闭锁开关。
第六节 运 输
1、胶带输送机运输应遵守下列规定：
(1)、输送机司机必须经过专业技术培训，经考试合格后持证上岗。
(2)、输送机机头、机尾要安设语音双向声光信号，开机前必须发出开机信号，待回应后方可开机，信号不清或无信号时严禁开机。
(3)、开机前，检查输送机各部位是否完好，胶带接头是否牢固，是否跑偏，张紧程度是否合适，托辊运转是否灵活。
(4)、严禁机器倒转(检修除外)，严禁乘人。机器转动时不得检修。
(5)、输送机机头部分必须加装防护网，裸露的机尾必须要有护栏，在运转期间严禁擅自拆除或违规使用，行人跨越输送机处必须装设安全可靠的行人过桥。
(6)、经常清扫机器各部位，保证头尾清洁整齐不得有浮煤堆积。
(7)、输送机停机前，除设备故障或紧急停机外，必须将胶带上的物料拉空，避免带载启动，严禁短时间内频繁启动。停机后，开关手把必须打到零位并闭锁。
(8)、输送机辅设平、稳、直、不跑偏，上下托辊齐全，转动灵活。部件必须齐全有效，不转或坏的托辊必须及时更换。
(9)、输送机必须装设有驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、温度保护、烟雾保护、防跑偏保护装置、超温自动洒水装置和急停开关。
(10)、掏尾工作时，必须穿戴整齐、扎紧袖口，离开转动部位，用长柄工具清掏，严禁用手直接掏煤矸。
(11)、输送机机头必须用可靠的砼基础固定，机尾采用地锚进行可靠固定。
(12)、输送机堆煤保护设置要求：必须安设在卸载点的正前方的适当位置，避免卸料时物料碰触产生误动作或堆煤埋死滚筒时拒动。
(13)、烟雾保护装置设置要求：烟雾保护传感器必须装设在输送机驱动部位进风流经过驱动滚筒后上方的位置，并与超温自动洒水装置配合，保证胶带打滑或其它原因产生烟雾时能够可靠动作。
(14)、温度保护装置设置要求：温度传感器必须采用远红外温度传感器，且装设在驱动滚筒适当位置处，利用温度传感器探测驱动滚筒表面温度，当温度升高至42度时，传感器反馈信号并停机，同时自动洒水装置启动。
(15)、自动洒水装置的安设要求：洒水喷头必须固定设在驱动滚筒处，喷嘴正对滚筒表面，洒水管路应装设一套手动阀门，以免自动洒水装置出现问题时，可应急使用。
(16)、防跑偏保护设置要求：设在机头部、机尾部、中间各段及带式输送机起伏不平段两侧机架上，以防止胶带跑偏造成撒煤或磨损机架，设置数量可根据输送机铺设条件及铺设长度确定，一般应为100m设置一个防跑偏开关，起伏不平段加密。
(17)、急停拉线设置要求：急停拉线开关必须装设在输送机行人侧，现场人员能够触及的醒目位置，每隔50m装设一组急停闭锁开关。
(18)、输送机保护必须齐全、灵敏可靠，急停拉线、堆煤、跑偏保护装置必须每班试验，烟雾保护每月实验一次，并建立试验记录。
(19)、输送机卸载滚筒轴心水平线偏下合适位置处加装不少于二道清扫器，沿底带卸载点向后5m处加装不少于一道清扫器，机尾滚筒前加装不少于一套可靠有效的清扫器，清扫器必须加装保险链。
2、刮板输送机运输时，应遵守下列规定：
(1)使用前先进行下列检查;①检查传动装置，机头及各部螺栓、垫圈、压板、顶丝、油堵、防护罩是否齐全完整;②检查刮板机各部位零件是否齐全，电气系统，开关等是否良好;③检查通讯信号系统是否畅通，操作按钮是否灵活可靠;④滚轴，瓦座是否符合要求，滚轮间是否有杂物和卡拌现象⑤启动后空负荷运转一周，细听各部声音是否正常，检查所有的链条、刮板联结有无丢失或松动及弯曲变形，发现问题及时处理⑥刮板机机头下部安装压柱底座，底座与机头用螺栓固定，然后在底座上安装机头压柱。
(2)运转中应注意以下情况：①细听信号，信号不清，不准开机运行;②经常注意电机、减速箱的运转声音，发现异常立即停机检查，处理后方可重新开动;③启动困难或负荷突然增大时应立即停机，不可强制启动，应找出原因并处理后方可开机;④刮板机必须按信号开机，信号不清不得开机，信号规定如下：一声响为停机、二声响为开机;⑤注意机器运转及煤量情况，有大块和杂物时停机搬下，随时清理头尾存煤。⑥运转时人员不要靠近运转部位工作，防止伤人，正常运转后要注意刮板弯曲、丢失现象;⑦停机时应把中部槽中的煤矸拉净后再停机;⑧清扫机头各部，不得压埋电机、减速器，保持设备和环境整洁。⑨、输送机机尾安装急停开关。
第七节 其 它
1、行走路线的注意事项：
行走路线
会议室—更衣室—2号副井—1070大巷—Ⅱ盘区中组煤轨道上山—020902车场—020902回风顺槽—工作面。
注意事项：
(1)、职工交接班时，不得迟到早退，严禁饮酒，认真听取班前会所讲当班安全注意事项和任务安排以及所学习的内容。
(2)、更衣时，严格遵守更衣室所制定的规定，不得穿着化纤衣服入井
(3)、入井人员严格按照灯房领用制度进行领取矿灯，自救器及其他仪器，严格遵守井口管理制度。
(4)、入井乘坐猴车时、不得拥挤、嬉戏打闹，不得在乘车期间睡觉，要保持清醒状态。
(5)、井下大巷乘坐平巷人车时，必须待车挺稳后上、下车，上车后挂好车门保险绳。
(6)、行车过程中，严禁将身体探出车外，以免发生意外。
(6)、轨道巷行走时，严格执行“行人不行车、行车不行人”制度，严禁在道心内行走。
(7)、横跨电机车道时，严格执行，“一停、 二看、三通过”的规定
2、物料的安全技术措施
(1)、人工搬运大件时，首先检查行走路线的支护情况，如有隐患必须及时排除后，方可搬运。
(2)、检查行走路线上的一切障碍，排除后方可搬运。
(3)、班组长，跟班队长必须亲自检查所要搬运物料的捆绑情况，必须牢固可靠，确认无隐患、无危险后方准作业。
(4)、所有人员搬运时必须同肩抬放，齐心协力，同肩抬放。
(5)、需要两人协作搬运物料时，必须同肩、同起、同放、严禁乱扔，以免发生意外。
(6)、超长，超重物料的搬运 ，班组长，跟班队长必须现场专人指挥 ，搬运人员必须精力集中 ，同时用力。
(7)、长度超过2m的材料、工具必须装车入井，严禁人员携带乘坐人车入井。
3、质量标准化管理
1、施工要坚持一次成巷，工程质量符合《神华集团公司安全质量标准化标准及考核评级办法》，严格质量验收制度，对不合格工程要及时处理，工程合格后方可继续施工。
2、在掘进过程中必须搞好文明施工，所用工具、材料管线等应堆放、悬挂整齐，巷内无杂物、无淤泥、无积水。
3、各工种操作正规化，质量标准化，严格执行工作岗位责任制和岗位作业标准化。
4、煤质管理措施：
(1)、每班检查工作面各转载点的喷雾、水管是否有跑水现象，如有跑水及时通知通风队及时处理，以免过多的水混入煤里。
(2)、大于30cm的煤岩块必须砸碎后运走。
(3)、在转载点设立杂物回收桶，由专人负责将杂物回收至桶内然后装矿车升井。
(4)、工作面有水时必须将水抽干后在出货，严禁煤与水混运。
(5)、班组长、副队长加强现场管理力度，发现矸石及时处理。
(6)、每日班前会着重强调煤质的管理，发现问题及时处理。
(7)、食品袋等杂物严禁乱扔，必须回收至垃圾桶内装矿车运走
5、预防煤层自然发火安全技术措施
(1)、煤层自燃发火时的预兆
①、人的直接感觉
嗅觉：出现煤油味、汽油味和轻微芳香味、臭味等。
视觉：出现烟雾、煤壁水珠(俗称为“挂汗”)。
感(触)觉：空气中氧气浓度降低、二氧化碳浓度增加、身体出现头痛、闷热、精神疲乏等。
(2)、预防措施
①、及时清理巷道内堆积的浮煤或皮带输送机下部浮煤。
②、加强工作面通风管理、防止风筒破口漏风及出现串联通风。
③、瓦检员必须加强工作面瓦斯、一氧化碳、二氧化碳浓度检测。
④、定期对巷道全断面进行洒水冲洗。
⑤、工作面回风流中安设一氧化碳传感器，实时监测工作面一氧化碳浓度，一旦一氧化碳浓度超过规定时及时采取措施防止煤层自燃发生。
⑥、工作面必须采用阻燃型材料支护，片帮冒顶处严禁用非阻燃性物品充填。
第八章 灾害应急措施、避灾路线及救灾系统
第一节 灾害应急措施、避灾路线
1、煤尘、瓦斯爆炸事故发生时的措施
(1)、当井下发生局部瓦斯或煤尘爆炸，人员不准乱跑，由跟班队长或班组长识别真情，把人员带到巷口，在通过爆炸烟尘前，戴好自救器，用电话与调度室联系，等待命令。
(2)、当人员无法撤出，所有人员要背向爆轰波传播方向，向下爬在巷道底板上，迅速戴好自救器 ，待爆轰波过后，尽快撤离灾区，到安全地点等待救援。
2、火灾预防
预防措施
①外因火灾预防
(1)禁止一切人员携带烟草及点火工具入井。
(2)采用不延燃性电缆，运输皮带，胶质导风筒等。
(3)皮带机头、机尾、电器设备等要害部位，要配备足够的灭火器
②内因火灾预防
(1)搞好防火的经常性检查，测定巷道内可能发热地点的温度和风量，并应进行气体分析。
(2)自燃发火过程中，各种化学、物理变化是早期预报的根据，测定空气及围岩温度的方法进行识别预报。
(3)加强通风系统的管理，防止漏风，预防煤自燃。
(4)必要时进行预防性灌浆，注沙，注阻化剂，输氮防火等。
3、撤离路线：
未贯通时：事故点—020902回风顺槽—020902车场—II盘区中组煤轨道上山—地面
贯通后：事故点—020902运输顺槽—020903车场—II盘区中组煤轨道上山—地面
4、顶板事故的预防和处理
(1)经常检查巷内顶帮及支护情况，发现问题及时处理，不能立即处理必须将人员撤至安全地点，汇报矿、队值班人员 。
(2)巷内顶板一旦垮落出路被堵，未堵人员要及时向矿调度室汇报 ，包括垮落范围，被堵人数和位置，并积极进行抢救。
(3)在进行抢救时，要安排有经验的老工人监视顶板变化情况，避免抢救人员受伤，抢救时，由外向里进行，抢救时必须支设临时支护。
5、撤退路线
未贯通时：事故点—020902回风顺槽—020902车场—II盘区中组煤轨道上山—地面
贯通后：事故点—020902运输顺槽—020903车场—II盘区中组煤轨道上山—地面
6、透水预兆
工作面或其它地点发现有挂红 、挂汗、空气变冷、出现雾气、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙、渗水，水色发浑有嗅味等异状时，必须停止工作，采取措施报调度室，如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水灾威胁地点的人员，掘进时，必须坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则。
7、撤退路线：
事故点—020902回风顺槽—020902车场—II盘区中组煤轨道上山—地面
附：避灾路线图
第二节 救灾系统
一、压风自救系统
(一)、设计依据
1、《煤炭工业矿井设计规范》
2、《煤矿安全规程》2011版
3、《防止煤与瓦斯突出规定》
4、国发【2010】23号文件
(二)、安装目的
为提高生产过程中突发事故的抗灾自救的能力，确保安全生产，依靠高新科学技术杜绝矿井灾害，同时贯彻落实《国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知》国发【2010】23号文件，关于煤矿立即安装和完善“六大系统”的紧急通知。
(三)、压风系统
地面压风房→主井→主井联络巷→1070大巷→II盘区中组煤轨道上山→020902车场→020902回风顺槽→工作面
(四)、压风管路铺设安装要求：
1、压风管路系统内必须安装安全阀、释压阀、风冷闭锁等安全保护装置，空气压缩机房管路出口总阀门处，安装有空气过滤净化器，根据《煤矿安全规程》459条有关规定，为防止雷电波及到井下，有地面入井的压风管，在井口附近将金属体进行良好的集中接地。
2、主井、1070大巷、II盘区中组煤轨道下山铺设直径160mm的铁管，工作面铺设直径57mm铁管。
3、压风自救系统安装在掘进工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板0.6m，便于现场人员自救应用。
4、工作面自切眼开口开始，距迎头30m的距离设置一组压风自救装置，其数量应比该区域工作人员数量多2台，然后每50m设置一组压风自救装置，每组数量为5—8台。平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
5、井下压风管路应敷设平直、固定牢固，管路连接牢固可靠。
(五)、压风自救系统的使用及要求
1、压风自救装置为隔绝式防护装置，当煤矿井下出现煤与瓦斯突出预兆或突出灾变时，避灾人员立即跑步进入附近的自救装置内打开通气开关，再打开自救袋，迅速地将头部钻进自救袋内，此时功能装置已完成泄水、过滤、防尘、减压、消音和进入正常的空气供避灾人员呼吸，由于自救袋内此时为0.05—0.1兆帕的压力，有毒气体不能直入到袋内，避灾人员不会受到有害气体侵害。
2、压风自救装置：系统供气压力为0.3—0.7MPa，呼吸器调节压力范围：0.05—0.1MPa ;呼吸器供气量范围：30—110L/min ;供气方式：地面系统供气或单能泵站;供气消音能力：≤85dB
(六)、压风自救系统管理制度
为了提升矿井安全防护水平，确保压风自救系统的使用可靠，根据我矿实际情况，特制定本管理制度。
1、压风自救装置下井安装前须检查是否具有矿用产品安全标志，安装完毕后，需先进行安装质量检查，首先检查是否按规定要求安装，连接件是否牢固可靠，连接处密封是否严密，然后送气，检查系统有无漏气现象。再逐个检查送气器是否畅通，流量是否符合要求。送气不畅通，流量小于规定值的自救装置需取下进行检查，符合要求后再安装使用。经检查、测试完毕，装置才可投入正常使用。
2、掘进工作面的压风自救系统由在该区域施工的区队管理维护。
3、掘进工作面现场瓦斯检查员是现场压风自救系统的管理监督员，每班的瓦斯检查员必须对所负责区域的压风自救系统进行一次全面细致的检查，发现问题及时与施工单位联系，责令整改。
4、掘进工作面的压风自救系统需要停风时，由施工单位提出申请经调度室批准，采取安全措施后，方可进行作业。
5、本系统必须每班进行检查、确保一旦发生灾变时能可靠使用。每班进入工作面时打开汽水分离器排出孔，排除积存在内的积水与杂质。每班要逐个打开自救装置，作通气检查，如发现气不足或无气流出，要当班更换，如有连接不牢和漏气现象，要及时处理，保证装置处于良好的工作状态。压风自救袋上的煤尘要及时清理，经常保持清洁。
二、供水施救系统：
(一)、消防防尘供水管路：矿泉水泵房→1070大巷→II盘区中组煤轨道上山→地面消防水池→II盘区中组煤轨道上山→020902车场→020902回风顺槽→工作面
(二)、供水施救系统的组成要求
1、供水管路主井、1070大巷、中组煤轨道上山铺设6寸铁管、工作面铺设2寸铁管供水，巷道内每隔50m设置支管和阀门临时避难硐室设置一供水阀门，救生舱20m前设置阀门。
2、地面消防储水池的最小容积应能经常保持200L的储水量，并应有消防用水不作他用的技术措施。
3、供水施救用水应符合《煤矿工业矿井设计规范》的要求：
(1)、悬浮物含量不大于30mg/L。
(2)、悬浮物粒径小于0.3mm。
(3)、pH值6.5—8.5。
(4)、每100mL水样中不得检出总大肠菌群。
(5)、每100mL水样中不得检出粪大肠菌群。
三、通信联络系统
(一)、通信联络设备：KTW1058本质安全型手机、井下救灾扩播系统、井下固定电话。
(二)、通信联络系统应具有的通信功能
1、井下固定电话和手持移动电话与地面固定电话和手持移动电话之间互联、互通的功能。
2、扩播系统应具有扩播主机向所有连接音箱进行广播和播放的功能，广播系统应具有井下音箱与地面主机的对讲功能，广播系统应具有广播主机向特定用户选择播放功能
(三)、安装与维护
1、掘进工作面距迎头30m—50m范围内，安设固定电话。
2、井下救生舱、工作面必须设有直通矿调度室的电话
3、井下基站、基站电源、电话、广播音箱应设置在便于观察、调试、检验、围岩稳定、支架良好、无淋水、无杂物的位置。
4、重要岗位人员、跟班队长、班组长配备手持式移动电话，移动电话在井下严禁拆开。
5、井下通信联络系统的线路、严禁利用大地做回路。
6、维护人员对通信联络设备及通信线缆应每天进行检查，每月测试一次，发现问题及时处理，并将检查、测试、处理结果报调度中心。
7、入井电缆的入井口处应具有防雷设施。
8、应配备专业维护人员，保证24小时都有维护人员值守。
9、通信电话线路严禁与其它动力电缆、安全监控设备等电缆共用。
四、井下人员定位系统
人员定位系统使用的是江苏三恒有限公司生产KJ128A型人员定位系统，人员定位系统满足《煤矿井下作业人员管理系统使用与规范管理》(AQ1048-2007)，并已取得煤矿矿用产品安全标志。定位分站、基站等相关设备应符合相应的标准。按照合同，厂方定期给予设备升级维护。
井下设有基站15台;设置读卡器井下49台。所有入井人员都配有无限编码卡(1322只)，矿井各个人员出入井口、重点区域出/入口、限制区域等地点都设置分站，能满足监测携卡人员出/入井、出/入重点区域、出/入限制区域的要求;020902回风顺槽设置有分站，能满足监测携卡人员出/入方向的要求。地面值班人员可以随时从电脑中查询入井人员的活动信息。
五、监测监控系统
平沟煤矿安全监控系统采用北京仙岛新技术有限责任公司研发的KJ66N型矿井安全监控系统，系统软件及硬件在使用中的几年里进行过多次更新、升级和补充，系统功能齐全，稳定性好，我矿严格按照《煤矿安全规程》要求安设了16台监控分站，瓦斯传感器41台，一氧化碳传感器9台，开停传感器41台，馈电传感器14台，温度传感器9台，风门传感器8套，负压传感器4台，风速传感器2台，远程断电器14台，水位传感器5台，可以对井下各采掘工作面、回风、机电硐室及要害场所进行各种有害气体，通风情况及主要设备的运行情况全面监测和超限即时断电，监测系统采用windows平台，系统可以满足井下安全生产综合监控的需求，另外通过引进煤炭管理软件，可以实现与矿业公司及神华集团全面联网，并安装了视频监控系统，从而通过调度中心大屏幕同时实现视频监控功能。
020902切眼工作面及回风口各安装了一台GJG10H型甲烷传感器，当瓦斯浓度超过1%时，能够切断巷道内全部非本质安全型电器设备。
六、紧急避险系统
平沟煤矿Ⅱ盘区020901车场安装了一台KJYF-96/10(A)矿用可移动式救生舱，以服务于现有采、掘以及其他作业人员。
(一)、矿用可移动式救生舱主要技术参数
主要技术参数
型号 KJYF-96/10(A)
额定防护人数 10人
额定防护时间(h) 不小于96
持续耐高温能力(h,℃) 可承受55℃外界高温5h，舱外温度不大于25℃时不低于91h，保持舱内体感温度不大于35℃
压缩氧供氧 不低于0.5L/min•人
生存舱内氧气浓度在18.5%～23%之间
相对湿度 不大于85%
舱内舱外相对压差 100Pa～500Pa
泄压速率(气密性) 在500±20Pa压力下，不大于350 Pa/h
CO2吸收能力 不低于0.5L/min•人
CO处理能力 20min内将CO浓度由0.04%降到0.0024%以下
舱体抗爆炸冲击压力 能承受0.3 MPa
总外形尺寸(mm) 10770×1400×1763
过渡舱舱内尺寸(mm) 1370×1166×1534
生存舱舱内尺寸(mm) 4768×1166×1534
空载质量(t) 10.2
(二)、矿用可移动式救生舱使用方法
第一步：查看压风管路是否完好，如果完好开启压风接口处球阀。通过密封门上的观察窗口查看过渡舱内是否有其他人在进行洗气。注意：如果有人正在洗气，等洗气人员结束洗气进入生存舱内并密闭好生存舱门后，舱外的人方可打开过渡舱门进入过渡舱。确认过渡舱无人后，旋转门把手打开过渡舱门进入过渡舱。进入过渡舱后立即把过渡舱门关闭。洗气时过渡舱一般不超过4人。
第二步：当人员进入过渡舱后，首先打开压风洗气系统，进行洗气。逆时针旋转打开所有空气钢瓶阀门。(注意所有钢瓶阀门打开到位)。打开压缩空气洗气控制球阀，压缩空气由气幕向外喷出进行洗气，洗气过程大约20~30秒。检查空气压力表是否为正压状态，如正压时空气减压器已经预设气压至0.4MPa，请勿改动!如果压力低于0.4MPa,调整减压器使低压表数值到0.4MPa。调整时顺时针为增压，逆时针为减压。
第三步：进入生存舱前，完全打开位于过渡舱内的每一个氧气钢瓶阀门(逆时针为打开，顺时针为关闭)。每一个氧气瓶上有一个减压表，预设值为0.3MPa，请勿改动。进入生存舱后立即关闭生存舱门，防止有害气体进入生存舱内。
第四步：在压风管路完好的情况使采用压风供氧，开启压风出口“三滤”装置后的阀门(在正对时空调的左下侧)，听到消音器发出声音确认有风送出表示此时压风供氧开启。检查压风压力表是否为正压状态，如正压时压风供氧的减压装置及流量计均已设置好，请勿改动。如风量不够请旋转减压器上方黑色旋钮调整减压器。在压风管路被破坏的情况下，打开舱内氧气流量计的控制阀门。将流量设置为人数x0.5升每分钟。流量计出口有气体喷出表示氧气已经供给。并检查压力表是否为正压状态。(注意：当舱内多参数便携仪显示氧气浓度低于18.5%或高于22%，可缓慢旋转氧气流量计的旋钮来调节舱内氧气浓度。
第五步：开启降温除湿空调系统。1.查看舱内温湿度。生存舱内温度、湿度的调节参照舱内壁上温/湿度表的读数和其下方的温/湿度表格。最佳状态是各参数在安全区域内。2.空调系统的开启。打开二氧化碳舱门(在此过程中请勿将自救器拿掉)携带多参数便携仪进入后关闭二氧化碳舱门。打开全部二氧化碳钢瓶阀门(逆时针为打开，顺时针为关闭)。用多参数便携检查是否有二氧化碳气体泄漏。打开二氧化碳气瓶控制阀门。回到生存舱后迅速关闭二氧化碳舱门。(注意：生存舱正常工作状态下，请密闭好二氧化碳舱门。回到生存舱,按指示方向完全打开二氧化碳主控阀。检查并确认液态二氧化碳压力，高压表数值应大于600psi。打开过滤降温除湿集成装置(简称空调)左边的降温阀门TCV-1、2、3、4(逆时针为开，顺时针为关)。开启阀门的数量控制送风量与制冷量，在舱内温度达到不超过35摄氏度后依次关闭2、3、4阀门，自行调节舱内温度。(注意：在没有压风的情况下，温度控制阀门TCV-1、2、3、4中始终至少有一个处于完全开启状态。当生存舱内的温度、湿度、一氧化碳浓度、二氧化碳浓度在安全范围内时，为使舱内环境更舒适，可根据实际情况增加或减少温度控制阀开启的个数。3.吸收剂装置。从座位下取出两盒二氧化碳(CO2)吸收剂，用刀具小心切开塑料薄膜。将CO2吸收剂放置在空调对应位置的凹槽中。(注意：当生存舱内的CO2浓度无法降至1%以下，或者吸收剂颜色变为浅紫色时更换二氧化碳吸收剂。)从座位下取出一盒一氧化碳(CO)吸收剂，用刀具小心切开塑料薄膜。(注意：凹槽标识应和吸收剂一经放置请勿更换或移除。当生存舱内CO浓度无法降至24ppm以下时再更换一氧化碳吸收剂)。将CO吸收剂放置在空调对应的位置上。(警示：当生存舱内氧气，一氧化碳和二氧化碳的浓度达到呼吸要求的安全浓度后，方可取下佩戴的自救器。)
第六步：监测系统及通讯系统。舱内有三台多参数便携仪，可通过便携仪读取一氧化碳，二氧化碳，氧气，甲烷参数来确定生存空间环境。通讯电话可以直接与矿调度室进行通话，以便救援人员了解生存舱内的情况。
舱外气体检测使用说明
1.打开球阀A、G，关闭球阀C、I，将取样器通闭选择阀1扭到通气状态，然后拉动手柄2到最大端，即舱外气体吸入到取样器中。
2.按下多参数便携仪开关按扭通电，关闭球阀A，打开球阀I，将取样器通闭选择阀1扭到排气状态，然后缓慢推动手柄2，气体进入气室E中，气体浓度显示在测定器显示屏上，2分钟内，观看完显示屏显示的数值后，按下多参数便携仪开关按扭断电。
3.打开球阀C，将取样器通闭选择阀1扭到通气状态，手柄2向后拉到最大端，然后将取样器通闭选择阀1扭到排气状态，推动手柄2，反复几次，排出多参数便携仪气室中的气体。
4.关闭球阀C、I，完成一次舱外气体检测。
5.打开球阀G目测压差表，读取压力值。
6.以上操作每隔30分钟左右测量一次。
7.通过舱外气体检测系统上端的双金属温度计检测舱外温度。
注：指针向右(+)偏转，说明舱内压力比舱外压力大，反之，
即指针向左(-)偏转，说明舱内压力比舱外压力小。
第七步：供水系统。供水管路直接与矿下供水系统连接，当供水系统完好时，由矿下供水系统供水供给舱内人员使用。当供水管路发生故障时，再使用备用的矿泉水。(每人每天饮水量为500毫升)
第八步：其他设施的操作。卫生间坐便使用完毕后踩下踏板。完成机械打包后关闭坐便。储便盒装满后抽出把里面打包好的塑料袋取出放到指定位置。在座位下面备有压缩氧自救器。食品为军用压缩饼干，一包4块(约为5200千焦)每人每天2块。急救包用于受伤人员进行简单的急救使用。
第九步：当外部环境允许逃离生存舱时，或生存舱内系统不足以保证人员生命时，避灾人员需佩戴好自救器转移。穿过二氧化碳储存舱，从逃生门撤离。舱内备有矿井最新工作面逃生路线图，在逃生时，按照路线图有组织的撤离。打开逃生门前，先查看舱外环境检测系统，温度，压力等参数。如果舱外有害气体浓度太高，可暂先在舱内躲避，待舱外有害气体浓度降低时，再出舱。
(三)矿用可移动式救生舱管理制度
1、日常维护、保养、校准。
1.1、保持救生舱及其周围的清洁。
1.2、加强对干部、工人的技术培训，指导避险矿工正确使用。
1.3、定期对避险设施及配套设备进行维护和检查，并按期更换产品说明书规定需要定期更换的部件及设备，每次检查/检修后要关闭好舱门。
1.4、保证储存的食品、水、药品等始终处于保质期内，外包装应明确标示保质日期和下次更换时间。
1.5、经检查发现避险设施不能正常使用时，应及时维护处理。采掘区域的避险设施不能正常使用时，应停止采掘作业。
2、检修周期：
2.1每天应对紧急避险设施进行1次巡检，巡检内容包括外观及周围环境设施等。
3、月检：
3.1每月对配备的高压气瓶进行1次余量检查及系统调试，气瓶内压力低于额定压力的95%时，应及时更换。
3.2、每个月对配备的氧气、空气瓶进行1次余压检查，气瓶内压力低于10兆帕时，应及时补气。
3.3、每月对液态二氧化碳气瓶检查一次是否有泄漏，如发生泄漏，应及时补充。
3.4、每月对二氧化碳管路的各个阀门、接头等部位检查一次，一旦发现有损坏、泄漏情况，应及时进行更换或维修，直至检查合格。
3.5、注意：搬运氧气瓶，人工移动时，要小心谨慎，轻搬轻放，禁止用肩扛或横在地上滚动;远距离搬运要戴好瓶帽，使用专用车运送，不得混装;安装和开关操作氧气瓶时，手和工具要严防沾有油污，绝对禁油。
4、年检：
4.1、每年对压力表进行1次强制性检验。
4.2、每年对避险设施进行1次系统性的功能测试，包括气密性、供氧、有害气体处理等。
4.3、每3年对高压气瓶进行1次强制性检测。
4.4、对紧急避险设施检查过程中，要做好检查记录。
七、安全措施
1、当灾害发生或有灾害预兆时，做好自救工作，按照避灾路线通知人员迅速离开现场。(当发生火、瓦斯灾害时，迅速佩戴自救器，做好自救工作，按照避灾路线通知人员迅速离开现场。)
2、如果遇到灾害事故无法及时撤离，可选择就近的避难硐室和可移动式救生仓，等待救援。
3、使用小灵通第一时间通知调度，事故性质、事故点、所处的位置，人数，为调度提供可靠的信息。
4、如果在撤离过程中，自救器供氧不足，可在大巷或绞车道的压风自救系统呼吸氧气。
5、调度根据事故地点通知其他工作人员尽快撤离和通知矿领导。
6、矿领导启动应急预案，技术组讨论撤离路线和救援路线。
7、监测部门通过安全监测监控系统能够检测避难硐室内外瓦斯、一氧化碳等环境参数，为救援人员提供安全的环境因素。
8、人员定位系统监测井下人员分布和进出紧急避险的设施，提供人员准确的位置。
9、通过供水施救系统为硐室内人员提供液态营养，通过压风自救系统提供氧气。
第三节 自救、互救
自救就是当井下发生灾变时，在灾区或受灾区影响的区域的每个工作人员进行避灾和保护自己的行为。
互救就是在有效的进行自救的前提下，没有受伤的人员妥善地救护灾区负伤人员的行为。
一、自救时应遵守“灭、护、撤、躲、报”五原则
1、灭：就是在保证安全的前提下，采取积极有效措施，将事故消灭在初始阶段或控制在最小范围，最大限度地减少事故造成的伤害和损失。
2、护：因事故造成自己所在地点的有毒有害气体浓度增高，可能危及人员生命安全时，可佩用自救器，或用湿毛巾捂住口、鼻等。
3、撤：当灾区现场不具备抢救事故的条件或可能危及人员的安全时，要以最快速度，选择最近的路线撤离灾区。
4、躲：如在短时间内无法安全撤离灾区时，应迅速进入预先构筑的避难硐室或其它安全地点暂时躲避，等待援救，也可利用现场的设施和材料构筑临时避难硐室。
5、报：尽快向矿调度中心汇报。
二、矿工互救时，必须遵守“三先三后”的原则
1、对窒息(呼吸道完全堵塞)或心跳呼吸骤停的伤员，必须先复苏，后搬运。
2、对出血伤员，先止血，后搬运。
3、对骨折的伤员，先固定，后搬运。
三、瓦斯、煤尘爆炸时的自救、互救
瓦斯、煤尘爆炸时产生巨大声响以及高温、有毒的气体和炽热的火焰冲击波，并在一刹那间造成严重的人员伤亡的矿井毁坏。其避灾自救时的要点如下：
1、当灾害发生时，一定要镇静清醒，不要惊慌失措，乱喊乱跑。当听到或感觉到爆炸声响和空气冲击波时，应立即背朝声响和气浪传来的方向，脸朝下，双手置于身体下面，闭上眼睛，迅速卧倒;头部要尽量低，有水沟的地方最好躲在水沟边上或坚固的障碍物后面。
2、立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻，防止吸入有毒的高温气体，避免中毒和灼伤气管、内脏。
3、用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严，以防火焰和高温气体灼伤皮肉。
4、迅速取下自救器，按照使用方法戴好，以防止吸入有毒气体。
5、高温气浪及冲击波过后，应立即辨别方向，以最短的距离进入新鲜风流区，并按照避灾路线尽快逃离灾区。
6、已无法逃离灾区时，应立即选择避难硐室，充分利用现场的一切设备和器材来保护人员及自身安全。进入避难硐后，要注意安全，最好找到离水源近的地方，设法堵好硐口，防止有害气体进入。要注意矿灯和食品的节约，计划使用。室外要做好标记，有规律地敲打金属器具，发出求救信号，等待救护人员的援救。
四、井下发生火灾时的自救、互救
1、在井下不论任何人发现烟气或明火等火灾灾情，应立即向现场领导人汇报，并迅速通知附近工作人员。
2、现场人员要立即组织起来，在尽可能判明事故性质、地点及灾害程度、蔓延方向等情况的同时，迅速向矿调度中心报告，请求救护队的援救，并立即投入抢救。
3、抢救时，应及时切断灾区的电源，并迅速通知或协助撤出受火灾影响区域内的人员。
4、如果火势不大，就应根据现场条件，立即组织力量将火直接扑灭。如果火灾范围大或火势猛，则应在撤出灾区人员且保证自身安全的前提下，采取稳定风流、控制火势发展，防止人员中毒和预防瓦斯、煤尘爆炸的措施，并随时保持和地面指挥部的联系，根据指挥部的命令行事。
5、如果现场人员无力抢救，同时人身安全有受到威胁的可能，或是其他地区也发生火灾，当接到撤退命令时就要立即安全撤退。
6、凡是见到或突然接到火警通知，需要立即撤退的一切人员，无论在任何情况下都不可惊慌失措，盲目行动，而要在判明灾情和自己的实际处境后，想好应急措施，再采取行动。应急措施及时、正确、果断，即使是对待一次微小的火灾也不能麻痹大意，因为任何犹豫和疏忽都可能造成严重的后果。
五、发生冒顶事故时的自救、互救
当发生冒顶事故，现场人员应采取措施进行自救或互救。现场营救时要注意：
1、当冒落的煤、矸埋压住人时，不可惊慌，要在有经验的干部或老工人指挥下，严密监视冒落的顶板及两帮情况，先由外向里进行临时支护，打通安全退路，防止顶板继续冒落伤人，再组织人力抢救被埋在煤、矸下面的遇险者。
2、抢救时要仔细分析遇险者的位置和被压情况，尽量不要破坏冒落矸石的堆积状态，小心谨慎地把遇险者身上的煤、矸搬开，救出伤员。若矸石太大，应多人用撬棍、千斤顶等工具从四周将大矸石抬起来，用木柱撑牢，再将伤员救出;千万不可盲目用镐刨、锤打、掀打、拉扯等方法，以免加重遇险者的伤势。
3、救出伤员后及时进行止血、包扎、骨折固定等救护措施，发生休克时要及时予以抢救，并迅速送往医院急救。
4、若大面积跨落、冒顶将人员堵在独头巷道内，被堵人员要沉着、冷静，不要惊慌失措。要找安全地点坐下，根据现场情况进行自救。
5、若冒顶面积大，处理时间长，被堵人员要静卧休息，减少氧气消耗。有压风管路时，可打开阀门，放气供人呼吸。要注意节约使用矿灯、食品和水。若冒落的煤和矸石量不太大，有可能扒通出口时，应由老工人监视顶板，其他人员采取轮流攉扒的办法进行自救，并间断性敲打金属物，发出求救信号。
六、井下透水时的自救、互救
(一)、发现透水预兆，要立即向调度中心汇报，若是情况紧急，透水即将发生，必须立即发出警报，迅速采取果断措施，防止透水发生，并及时撤出所有受水害威胁的人员。水害发生后，自救时应注意：
1、撤退时要服从命令，不可惊慌，要注意往高处走，并沿预定的避灾路线出井。
2、位于透水点下方的工作人员，撤离时遇到水势很猛和很高的水头时，要尽力屏住呼吸，用手拽住管路等物，防止呛水和溺水，奋勇用力闯过水头，借助管路、巷道壁及其它物体，迅速撤往安全地点。
3、当外出道路已被水阻隔，无法撤出时，应选择地势最高、离井筒或大巷最近地点，要节约使用矿灯和食品，有规律敲打金属器具，发出求救信号。同时要发扬团结互助精神，共同克服困难;要忍饥静卧，降低消耗，饮水延命，等待救援脱险，坚信上级会全力营救，是能够安全脱险的。
4、若透水来自老空、老窑积水，应同时会有大量有毒气体涌出，撤离时要迅速戴好自救器，或用湿毛巾掩住口鼻，以防中毒或窒息。
5、撤离途中经过水门时，前后的一个人撤出后要立即紧紧关住水闸门。水泵司机在没有接到救灾指挥部撤离命令前，绝对不准离开工作岗位。
七、在有烟雾的巷道里撤退脱险
在有烟雾的巷道里撤退时，应注意：
1、在有烟雾的巷道里，停留避难或是建立避灾场所的可能性不大。所以，应当采取果断措施迅速脱离现场，撤到有新鲜风流的巷道。
2、在有烟雾的巷道里撤退时，必须及时佩带好自救器，若自救器失效，应捂湿毛巾。
3、位于火源进风侧人员，应迎着新鲜风流撤退。如果位于火源回风侧的人员距火源较近，附近有脱险的通道，而且又有脱险的把握时，可以逆烟撤退，迅速穿过火区，撤到火源的进风侧。如果位于火源回风侧的人员距火源较远，在烟气没有到达之前，可顺着风流尽快从回风出口撤到新鲜风流中去。如果在撤退途中遇到烟气有中毒的危险时，应迅速戴好自救器，尽快通过捷径绕到新鲜风流中去。
4、撤退途中，如果有平行并列巷道或交叉巷道，应靠有平行并列巷道或交叉巷口的一侧撤退，并随时注意这些出口的位置。在烟雾大、视线不清楚的情况下，要摸着巷道壁前进，以免错过联通出口。
5、在烟雾不严重的情况下，应尽量躬身弯腰，低头快速前进，如烟雾大、视线不清或温度高时，则应尽量贴着巷道底板和巷道壁，摸着铁道或管道等快速爬行撤退。
6、在高温浓烟的巷道撤退时，还应注意利用巷道积水浸湿毛巾、衣物，或向身上淋水等办法进行降温，或是利用随身衣物遮挡头部，以防高温烟气的刺激。
7、如果在自救器有效作用时间内不能安全撤退时，应寻找有压风管路的地点，用压风呼吸。
8、无论逆风或顺风撤退，都无法躲避着火巷道或火灾烟气的危害时，应迅速进入避难硐室，或构筑临时避难所，等待救援。
9、无论在多么危险紧急的情况下，都不要惊慌，不要狂奔乱跑。那样很容易疲劳，降低抵抗能力、分析能力、行动能力，过度的紧张和恐惧还会造成精神及行动失常。
第九章 安全技术操作规程
一、锚杆支护工
1、安全规定：
(1)、在支护前和支护过程中要敲帮问顶，及时处理活矸危岩，使用好临时支护。
(2)、敲帮问顶应从有完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮一次进行，保证退路畅通。
(3)、严禁空顶作业，每次割煤后都要及时安设临时支护，然后打设锚杆。
(4)、严禁使用与设计不否的材料，过期失效的锚固剂。
(5)、锚杆必须按规定作锚固力试验，并做好详细记录。
2、锚杆机的操作
(1)、钻孔操作前应先检查操作器的控制手把是否处于中间位置，观察打孔位置的顶板是否安全，确认安全后，方可进行操作。
(2)、选择质量好的钻杆和钻头，严禁使用弯曲变形和有裂纹的钻杆。
(3)、安装锚杆时要先确保各部件连接紧固，才可进行安装搅拌。
(4)、安装锚杆时，必须由三人操作钻机，将钻机扶稳以免钻机甩开伤人。
(5)、对锚杆钻机进行的任何维护、检查，必须停风。
(6)、操作锚杆机时，认真检查风管与钻机连接是否牢固，管路接头必须使用专用U型卡固定。
(7)、锚杆机气腿升降灵活、打锚杆时钻机升降速度不易过快，以免折断钻杆伤人。
二、钻眼工
1、使用煤电钻钻眼前要进行如下检查：
(1)、综合保护装置是否齐全，灵敏可靠。
(2)、电钻机体有无裂纹或损伤，螺钉、螺帽、等有无松动，后罩、风扇是否完好。
(3)、钻杆是否平直，钎头、钎尾是否合格，钻杆与钻头是否连接牢固。
(4)、电钻开关是否灵敏，转动方向及声音是否正常。
(5)、电缆是否有破皮、露芯、漏电，电缆应挂在巷道的一侧，防止挤压损坏。
2、煤电钻的操作
(1)、稳眼后按规定的眼位、角度、方向，向前推进，直至达到要求深度。
(2)、打眼工要站稳，并握紧煤电钻，切忌左右晃动。
(3)、稳眼或钻眼过程中，不准用手直接扶、托钻杆或用手掏煤岩粉。
(4)、钻眼过程中，要注意钻杆的进度，每钻进一段距离要来回抽动几次钻杆，排除煤粉，减少阻力，以防卡住钻杆。
(5)、当电钻发生转动困难活发出不正常德声响时，或电钻、电缆漏电及电钻外壳温度超过规定等故障时，必须停止钻进，查出原因，及时处理。
三、掘进机
1.掘进机司机必须经过专业技术培训、考试合格后方可持证上岗。
2.掘进机司机必须熟悉机器的结构、性能、动作原理，能熟练、准确地操作机器，并懂得一般性维护保养和故障处理知识。
3.必须坚持使用掘进机上所有的安全闭锁和保护装置，不得擅自改动或甩掉不用，不能随意调整液压系统，雾化系统各部的压力。
4.掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电器控制开关、专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关，并且将控制掘进机馈电开关停电闭锁。
5.在掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的急停开关。
6.掘进机前后必须安装前后照明灯，并确保完好状态。
7.开机前必须先发出警报，铲板前方和截割臂附近无人时，方可开动掘进机。
8.掘进机作业时，应使用外喷雾装置，喷雾装置水压应符合规定要求。
9.掘进机停机后，将掘进机退出工作面5米以外，并且将掘进机切割头居中落地，安装掘进机切割头护罩，并断开掘进机电源，闭锁开关。
10.各种电气设备控制开关的操作手柄、按钮、指示仪表等要妥善保护，防止损坏丢失。
11.司机操作机器过程中必须安排专人进行监护，监护人员必须处于安全可靠地点进行监护和指挥，司机要精力集中，不得擅自离岗、严禁无证人员开机。
12.司机工作时精神要集中，开机要平稳，看好方向线，并听从监护人员指挥。前进时将铲板落下，后退时将铲板抬起。
13.每次交接班时，都要做好详细的交接记录，将当班所存在的问题向接班人交待清楚。
14.开机前，对掘进机进行如下检查：
a)、详细检查操作手把、按钮是否齐全、灵敏可靠。
b)、电气、液压系统，安全保护装置应正常可靠，零部件应完整无缺，各部连接螺丝应齐全、紧固。
c)、拖拽电缆卡子齐全，电缆吊挂整齐，无破损、挤压。
d)、液压管路、雾化系统管路的管接头应无破损、泄露，防护装置齐全可靠。
e)、减速器液压油箱的油位、油量应适当，无渗漏现象，并对机器各部件进行注油润滑。
f)、转载输送机完好、托辊齐全。
g)、转载耙爪、链轮要完好，刮板链垂度应合适，无断裂丢销现象，刮板齐全无损，应拧紧放松螺帽，防止刮板松动。转载机的胶带接口无破裂，胶带松紧程度适当。
h)、履带、履带板、销轮、链轮保持完好，按规定调整好履带的松紧度。
i)、切割头截齿、齿座应完好，发现有掉齿或严重磨损不能使用需更换部件时，必须断开掘进机电源、闭锁开关，确保上级开关断电，要在开关上悬挂停电标志牌，再进行更换。
15.巷道岩石硬度大于掘进机切割能力时，应停止使用掘进机，采取其他措施。
16.根据煤岩的软硬程度掌握好掘进机推进速度，避免发生截割电机过载和压刮板输送机等现象，切割时应放下铲板。如果落煤量过大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出，进行处理。
17.切割头必须在旋转状况下，才能割煤，切割头不许带负荷启动，推进速度不宜过快，禁止超负荷运转。
18.切割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起，截割部与铲板间距不得小于300mm。
19.掘进机后必须安设控制掘进机电源的专用馈电开关，随工作面的延伸掘进，前移馈电开关。
20.维护掘进机时必须将切割头落地，并断开电源、闭锁开关，严禁其他人员在截割臂和转载机下方停留作业，如检修需抬起切割头时，切割头必须用方木垫起或用钢丝绳固定在顶板上，保证稳固可靠。防止检修时油缸漏液切割头下落造成事故。
21.严格按规定对机器进行“四检”即：班检、日检、旬检、月检和维护保养。
22.掘进机割煤时两侧严禁站人，掘进机前后及两侧有人时必须断开掘进电源、闭锁开关。
四、刮板输送机
1、安全规定
(1)、刮板输送机的压柱、信号必须齐全有效，否则不许开动刮板输送机。
(2)、严禁人员蹬乘刮板输送机，用刮板输送机运送物料时，必须制定安全措施。
(3)、检修处理刮板输送机故障时，必须切断电源，闭锁控制开关，挂上停电牌。
(4)、进行掐、接链、点动操作时，人员必须躲离链条受力方向，正常运行时，严禁任何人正对机头(尾)作业或逗留，以免断链伤人。
2、刮板输送机的操作
(1)、未经专门培训，未持合格证的人员，不准上岗操作。
(2)、开启前，认真仔细检查输送机各部位安全情况。
(3)、检查好信号系统，操作按钮是否灵活可靠。
(4)、细听信号，信号不清不准操作。
(5)、运转中，经常注意电机、减速箱、链子、液力联轴器、机头、机尾行人等安全情况，发现问题立即停机检查。
(6)、严禁输送机上埋压货物，及时清理机头、机尾、减速箱，不得埋压，保持环境整洁，发出信号方可停机。
(7)、机头、机尾打好压柱，不打压柱不准启动。
五、胶带输送机
1、安全规定
⑴、司机必须经过专门技术培训，考试合格，取得合格证后方可持证上岗。
(2)、严禁人员乘坐带式输送机，严禁用带式输送机运送设备和物料，需要运送物料时必须制定专项安全措施。
(3)、输送机的电机及开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
(4)、输送机运转时禁止清理机头、机尾滚筒及其附近的浮煤。
(5)、处理输送带跑偏时严禁用手、脚及身体的其他部位直接接触输送带。
(6)、必须经常检查输送机巷道内的消防及喷雾降尘设施，并保持完好有效。
2、胶带输送机的操作
(1)、司机必须按规定的信号开、停输送机。每次启动前，均应先发出警报信号，通知人员离开机器的转动部位，然后点动2次起动输送机。
(2)、不准带负荷强行起动。
(3)、在输送机运转过程中，应随时注意输送带的运转状况，经常检查电动机、减速器和轴承的温度，倾听各运输部位的声音。
(4)、随时清理机头、机尾附近的煤粉及用水喷雾灭尘。
(5)、皮带严重跑偏，接头卡子断裂、撕裂时应立即停机处理后方可继续开机。
(6)、处理皮带跑偏时，应适当调整上下托辊的前后位置或调整中间架的位置，严禁用手或脚直接触动皮带。
(7)、皮带运转时禁止清理机头、机尾滚筒及其附近的煤粉。
(8)、司机工作时，必须精力集中，不准擅自离岗，不得委托无证人员开机。
(9)、司机必须在现场交接班，交清设备运转情况，存在问题及注意事项，并应做好交接班记录。
六、电钳工
1、上岗条件
(1)、必须经过专业技术培训，考试合格，持证上岗。
(2)、必须熟悉《煤矿安全规程》、《煤矿机电设备完好标准》及电气防爆标准等有关规定。
(3)、必须熟悉机械设备和电器设备的性能，结构原理，具有熟练得维修保养以及故障处理的工作技能和基础知识。
(4)、必须清楚工作地点的供电系统、工作地点的安全状况和瓦斯浓度，并熟悉出现事故时的停电顺序和人员撤离路线。
2、安全规定
(1)、严格执行交接班制度和岗位责任制，坚守工作岗位，严格遵守停送电制度及有关规章制度。
(2)、必须随身携带合格的验电笔和常用工具、材料、停电警示牌、便携式瓦斯检测仪，并保证电工工具绝缘可靠。
(3)、所有电气设备、电缆不论电压高低，在检修检查或搬移前，必须首先切断设备的电源，严禁带电作业、带电搬运和约时送电。
(4)、电气设备停电检修检查时，必须将开关闭锁，挂上“有人工作，禁止送电”的警示牌，无人值班的地方必须派专人看管好停电的开关，以防他人送电。
(5)、电气设备停电后，开始工作前，必须与供电电压相符的测电笔进行测试，确认无电压后进行放电，放电完毕后开始工作。
(6)、工作面开关的停送电，必须执行“谁停电、谁送电”的制度，不准他人送电。
3、正常操作
(1)、接班后对工作面内的机电设备的运行状况、缆线吊挂及各种保护装置和设施等进行巡检。
(2)、对使用中的防爆电气设备的防爆性能，每月至少检查一次，每天检查一次设备外部。检查防爆面时不得损伤或沾污防爆面，检修完毕后必须涂上防锈油，以防止防爆面锈蚀。
(3)、维修设备需要打开机盖时，要有防护措施，防止煤矸吊入机器内部。拆卸的零件，要存放在干净的地方。
(4)、工作面的电缆、照明信号线、管路应按《煤矿安全规程》规定悬挂整齐。使用中的电缆不准有鸡爪子、羊尾巴、明接头。
(5)、不准任意调整电气保护装置的整定值。
(6)、供电系统发生故障后，必须查明原因，找出故障点，排出故障后方可送电。禁止强行送电或用强送电的方法查找故障。
七、ZLJ—4机载临时支护安装及操作规程
1、操作原理：工作时用掘进机的泵站供油，通过二位三通阀经过高压油路过滤器到溢流阀供操作阀、供经分流集流阀分流，进入双向锁，双向锁打开进入油缸，主架打开升起，顶架打开升起，主架升高，直到所需要的高度、角度停止。
2、安装：卸下原掘进机截割部升降油缸两个，截割部的叉型架的后轴两个，换上加长轴，就可以装前两边的油缸和主架，再装顶梁架，在安装过程中，先把油管路装上，方便调整。
3、操作程序：掘进机完成割装煤作业后，将截割头放下，然后首先检查支护各部位零部件管路是否正常，再把两位三通阀打到支护位置，打开掘进机泵站开关，给支护供油。把支护的金属网、锚梁放在顶梁架上用磁铁吸好，向前推动支护主架和顶梁架液压控制手柄，这时主架和顶梁架由拆合状态慢慢平稳打开，开到所需要的角度和位置再升主架，升到巷道顶板，把锚梁和金属网压紧在巷道顶板上，这时可以在支护下安全的打孔，安装锚杆。装完金属网和锚杆，先把主架下降到最底位置，再折合主架和顶梁架，合到顶梁架扒在掘进机上为止，关闭掘进机泵站开关，把两位三通阀打到掘进机位置，使掘进机正常工作，进行下一循环掘进。
4、支护打开时，副司机应注意观察支护各关节管路是否有不正常现象，锚梁、金属网是否有钩挂现象。
5、使用中注意保持油箱油位，观察油温不超过70度。
6、每天工作前把轴内加满黄油。
7、不得随意拆卸液压件，严格防止脏杂物进入管路，污染液压油和液压元件。
8、在支护顶紧巷道顶板时，掘进机绝对不能进行动作，需要进行工作时，应把支护收回，在进行掘进机动作。
9、支护收回时要收到位，以防砸伤油缸活塞杆。
10、有夹具的支护，支护完毕后把小油缸全部收到位，以防砸伤活塞杆。
八、攉煤(岩)工
1、上岗条件
(1)、攉煤工必须掌握作业规程中与攉煤相关的各项规定以及支护工、爆破工等相关工种的基本知识，必须经过专业技术培训，考试合格后上岗作业。
2、安全规定
(1)、攉煤作业前、详细检查工作面顶帮有无活石、支护是否完好。
(2)、攉煤时要注意周围人员、设备及各种可能相互碰撞的情况，以免碰伤自己和他人。
(3)、攉煤时如发现拒爆、残爆的炮眼、药卷、雷管时立即找班组长或放炮员进行处理。
(4)、煤壁伞檐超过规定或有片帮危险时必须按照规定及时处理。
(5)、严禁站(骑)跨在输送机上进行攉煤作业。
3、正规操作：
(1)、攉煤时采取洒水降尘、戴好防尘口罩。
(2)、要握紧锹把，自上而下攉煤，攉煤时别棍人员要和攉煤人员相互密切配合。
(3)、攉煤前要详细检查钢丝绳有无断丝现象，发现问题及时处理。
(4)、攉煤时出现问题时及时发出信号停止输送机，输送机机尾、机头必须安设声光信号，并确保信号灵敏可靠。
九、乳化液泵站司机操作规程
1、启动前的检查
⑴、各部件是否损坏、连接螺丝是否紧固。
⑵、检查液压系统、管路连接齐全紧固，无渗漏、吸排软管不折叠。
(3)、查泵站润滑油、乳化油位及液位是否达到标准位置。
(4)、查泵站各种保护是否齐全。
(5)、卸载阀和安全阀的动作压力合适。
2、启动运转
⑴、启动时，将吸液腔的气堵拧松，把吸液腔空气放尽，出液后拧紧。
⑵、开乳化液箱上的吸液管及回液管上的阀门。
⑶、启动电机，注意视听泵的运转状态，如发现问题应立即停泵检查处理。
⑷、检查各压力表指示是否在标准范围内，为单体支柱供液压力不小于18MPa。
⑸、确认以上检查无误后，打开排液截止阀向工作面供液。
3、停泵
⑴、停泵后要把各控制阀打到非工作位置，清擦开关、电动机泵体和乳化液箱上的粉尘。
⑵、现场向接班司机详细交待本班设备运转情况，出现的故障、存在的问题。
4、开泵时发现下列情况，应立即停泵处理：
⑴、发现异声异味。
⑵、泵站温度超过规定。
⑶、控制阀发现有失效现象。
⑷、过滤器损坏或脏而失效。
⑸、压力表指示压力不正常。
5、运转中注意事项：
⑴、注意查听运转声音。
⑵、经常观察压力表的指示范围。
⑶、检查机温和油温是否超过规定和乳化液是否低于规定。
⑷、泵站必须由专门培训的泵站司机操作。司机要熟悉泵站的性能、结构和原理。
⑸、泵在运转150小时左右后，换第一次油，同时清洗油池，加油必须从滤网口加入，正常运行中作适当补充，严防煤粉、矸石等进入泵体。
⑹、每月要对乳化液箱过滤部分进行一次清洗，包括对沉淀室内垃圾的清除、磁性过滤器吸附物的清除，过滤槽、吸液断路器清洗等。对泵站的过滤器组每周必须清洗一次
⑺、泵柱塞腔压盖及液箱视孔盖等防止油腔、液腔局部漏液，禁止工作时敞开使用。
⑻、检查卸载阀的工作情况。
⑼、在正常运转中，不许用安全阀代替卸载阀。
⑽、发现异常情况或故障时，应立即停车检查，在未查明原因和排除故障前，严禁再次开车。
⑾、泵在运转中有无异响和振动，卸载阀工作是否正常，检查柱塞润滑和密封性能，发现问题应停泵处理。
⑿、检查电机及泵工作机构各部温升，发现异常，应停泵处理。
⒀、注意工作面停泵呼叫，停泵动作迅速，直接停止电机运转，并切断电源，停泵期间，司机不准脱离岗位。
⒁、正常运转中安全阀不应动作。
