+750膠帶大巷外1100m段掘進作業規程
第三節 地質構造
根據原施工的5#煤層北翼系統巷道中揭露的斷層，預計該工作面不會有大的斷層，但不排除局部會有小斷層出現，由于該煤層較厚，小于煤層落差的斷層不會對工作面的施工帶來影響。
第四節 水文地質情況
1、頂板含水情況
9#煤層頂板主要為太原組灰巖巖溶含水層組，該含水巖組由L1、L3、L4、三層灰巖組成，全區分布，位于10#煤之上，致密堅硬，塊狀，節理裂隙發育。從目前井下施工了5個水文孔及該+750機尾繞道工作面探放水情況分析，該處揭露灰巖為弱富水性，但不排除局部為強富水性，掘進期間應加強觀測。
2、底板含水情況
9#煤層底板主要為奧陶系中統石灰巖巖溶裂隙含水層組，從施工的水文鉆孔資料分析(O2水位在+828.52-852.81m)，9#煤層底板距離奧灰含水層平均厚度約55m，巖性主要為泥質巖類，夾不穩定的薄層砂巖和灰巖，具有較好的隔水性能，對奧灰水可起到隔水作用，但不排除局部有斷層揭露，在掘進過程應堅持有掘必探工作，防止斷層導水。
3、涌水量預計
該巷道沿9#煤層頂板掘進，預計該巷道在掘進期間在工作面掘進過程中錨索孔會導通該灰巖含水層，造成大量淋頭水，需加強排水。正常涌水量為25-40m3/h，最大涌水量為70m3/h 。
第五節 地質預報及提示
1、加強過構造期間的頂板及煤質管理，并制定專門的過構造安全技術措施。
2、加強工作面水文地質資料的收集，對收集資料進行分析。
3、根據煤礦防治水規定堅持“有掘必探，先探后掘” 的原則，必須對工作面先進行物探，后進行鉆探。
4、加強工作面排水系統管理，排水設備備用到位，如出現頂、底板出水的現象，要在出水點施工臨時水倉。
5、做好防塵措施，加強對瓦斯的監測力度。
第二章 工程概況
一、 巷道用途：
+750膠帶大巷是連接北礦區與南礦區的開拓大巷， 采用綜掘機械化分上、下臺階截割落煤，膠帶輸送機運輸。
二、 巷道平面布置圖見(附圖2)
三、 巷道位置及工程量：
+750膠帶繞道施工至6#導線點前39m(平距)處，開始繼續以0°方位角平掘，預計掘進55m見10#煤頂板，見10#煤頂板后沿頂板施工+750水平膠帶大巷，共掘進1059m與開一隊施工的+750膠帶二聯巷貫通。
二、工程施工安排：
1、+750膠帶大巷前段掘進方式為綜掘。
2、開工前，供、排水系統、通風系統、供電系統、壓風系統、運輸系統等必須提前形成。
3、巷道開工時間為2011年11月1日，巷道總長約1059m，月進 240m，預計掘出時間為2012年3月底。
四、 礦壓觀測：
1、為完善支護設計及頂板管理提供依據，必須配備必要的礦壓觀測手段，礦壓觀測根據巷道實際情況(巖巷每隔50-100m,煤巷每隔30-50m)安設一套頂板離層儀及液壓枕。巷道交岔點、頂板破碎時和構造段必須安設頂板離層儀及液壓枕，現場設置頂板監測牌板，生產科監測工要按要求安設、觀測，并做好記錄。預計巷道內監測儀器數量為25套。
2、錨桿監測必須嚴格執行集團公司、礦下發的文件中有關規定，做好監測日報工作。
3、頂板支護質量監測：
①為了保證施工質量，必須對錨桿的錨固力進行抽檢，抽檢指標為頂錨桿的初錨力不得低于200N.m，幫錨桿的初錨力不得低于180N.m。發現不合格錨桿，應在其周圍 200mm的范圍內重新補打錨桿。
②在施工過程中，每30-50m做抗拔力實驗一組，每組不得少于3根。對于抽查不合格的錨桿必須及時補打。
一、 巷道斷面圖見(矩形斷面見附圖3-1、異形斷面見附圖3-2)
第二節 支護形式
一、 永久支護：
距形斷面
1、巷道采用錨網梁+錨索+噴漿聯合支護，巷道掘進期間進行錨網梁+錨索支護，巷道掘出后進行集中噴漿，噴漿時另行編制噴漿安全技術措施。
2、頂部錨桿采用φ22×2500mm的左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿間排距為800mm×800mm, 頂部施工7根錨桿;幫部采用φ20×2000mm的左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿間排距為800mm×800mm，兩幫各施工5根錨桿，頂錨桿每孔使用CK2340和Z2388型樹脂錨固劑各一條，先短后長，幫錨桿每孔使用Z2388型樹脂錨固劑一條。
3、每隔3.2m施工一組Φ21.8×12300mm的低松弛鋼絞線錨索進行支護，排距3.2m，間距1.3m，每組布置3根，沿巷道中心線對稱布置。每孔使用Z2388樹脂錨固劑2條，配合16×400×400mm的鋼板張拉至25Mpa。
4、網采用網孔為100×100mm，直徑6mm的鋼筋網，規格1700×900mm。
5、錨梁選用φ12mm的圓鋼筋焊接而成，頂部錨梁選用4800×54mm(長×寬)，七眼，眼距800mm。兩幫錨梁選用1900×54mm(長×寬)，兩根三眼搭接，眼距800mm。
錨桿支護參數的計算及選擇：
1、頂錨桿支護參數的計算及選擇：
⑴、錨桿長度的確定
根據加固拱的原理：L=W×(1.1+B/10)
式中：L——錨桿長度
W——圍巖影響系數，取1.4
B——巷道設計跨度，取4.9m
則： L=1.4×(1.1+4.9/10)=2.226m
因此：錨桿長度選擇2.5m。
⑵、錨桿間、排距的確定
根據公式：D≤0.5L
式中：L——錨桿長度
D——錨桿間、排距
則：D≤0.5×2.5=1.25m，考慮到工作面的實際情況，頂部錨桿間距取0.8m、排距取0.8m。
⑶、錨桿直徑的確定
根據公式d=L/110=2500/110=21.88mm，因此取錨桿直徑22mm可行。
⑷、錨固長度的確定
根據公式：L′≥2/3 L
式中：L′——錨固長度
L ——錨桿長度
則：L′≥2/3×2500=1666mm，頂部錨桿錨固：采取加長錨固。
根據錨桿眼徑、錨桿、藥卷直徑及實際抽取樣品檢查情況，頂部錨固劑選取Z2388和CK2340各一條能滿足設計要求。
⑸、錨桿強度驗算
a、錨桿錨固力驗算
根據懸吊理論：F=R·H·S
式中：F——錨桿懸吊巖體負荷重量
R——頂板巖石比重，3.15t/m3
S——支護面積，S=0.8×0.8=0.64m2
H——選擇錨桿錨固深度 1.66m
故：F=3.15×1.66×0.64 =3.35(t/根)=30.083KN/根，考慮到安全系數，錨固力按50 KN/根設計。
b、錨桿最大抗拉力
根據公式：F=S×Q拉
式中：F——錨桿最大抗拉力，KN/根
S——錨桿斷面積，S=πR2=3.14×(22/2)2=380mm2
Q拉——錨桿抗拉強度，Q拉=56.4kg/mm2
故：F=380×56.4=21432(kg/根)=214.32KN/根
經驗算錨桿懸吊巖石重量小于錨桿抗拉強度，根據《各類巷道合理的錨桿支護技術
選擇表》，因此頂部錨桿選擇φ22×2500mm的高強錨桿，間距取800mm、排距取800mm，可以滿足要求。
2、幫錨桿參數的確定：
⑴、幫錨桿長度的確定
巷道兩幫潛在松塌區寬度L1：
L1=h×tan(45-φ/2)=3650×tan(45-63.4/2)=863mm
式中：h——巷道高度，取毛高3650mm;
φ——煤層內摩擦角，煤層硬度系數f=1.5，
φ=arctanf=63.4°。
錨桿長度：L= L1+L2+L3=863+800+30=1693mm
根據理論分析及實際抽取樣品檢查情況，決定幫錨桿長度取 2000mm。
其中：L2——幫錨桿伸出潛在松塌區的額定錨固長度，取800mm;
L3——幫錨桿外露長度，取30mm。
⑵、錨固長度的確定
根據公式：L′≥1/3 L
式中：L′——錨固長度
L ——錨桿長度
則：L′≥1/3×2000=666mm，幫錨桿錨固：采取端錨。
根據錨桿眼徑、錨桿及藥卷直徑，錨桿選用Z2388一條錨固劑進行錨固。
⑶、錨桿直徑
根據公式
d=L/110=2000/110=18.18mm，因此錨桿直徑取20mm。
式中： L——錨桿長度
⑷、錨桿間、排距的確定
根據公式：D≤0.6L
則： D≤0.6×2000=1200mm
根據領近巷道錨桿間排距情況，選取錨桿間排距均為0.8m。
異形斷面
1、巷道采用錨網梁+錨索+噴漿聯合支護，巷道掘進期間進行錨網梁+錨索支護，巷道掘出后進行集中噴漿，噴漿時另行編制噴漿安全技術措施。
2、頂部及幫部錨桿均采用φ20×2000mm的左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿間排距為800mm×800mm, 頂部施工7根錨桿;上手幫施工6根錨桿，下手幫施工4根錨桿，頂錨桿每孔使用CK2340和Z2388型樹脂錨固劑各一條，先短后長，幫錨桿每孔使用Z2388型樹脂錨固劑一條。
3、每隔3.2m施工一組Φ21.8×6300mm的低松弛鋼絞線錨索進行支護，排距3.2m，間距2.3m，每組布置2根，沿巷道中心線1.15m對稱布置。每孔使用Z2388樹脂錨固劑2條，配合16×400×400mm的鋼板張拉至25Mpa。
4、網采用網孔為100×100mm，直徑6mm的鋼筋網，規格1700×900mm。
5、錨梁選用φ12mm的圓鋼筋焊接而成，頂部錨梁選用4800×54mm(長×寬)，七眼，眼距800mm。下手幫錨梁選用3000×54mm(長×寬)，四眼，眼距800mm;上手幫錨梁選用4500×54mm(長×寬)，六眼，眼距800mm。
錨桿支護參數的計算及選擇：
1、頂錨桿支護參數的計算及選擇：
⑴、錨桿長度的確定
根據加固拱的原理：L=W×(1.1+B/10)
式中：L——錨桿長度
W——圍巖影響系數，取1.2
B——巷道設計跨度，取4.9m
則： L=1.2×(1.1+4.9/10)=1.908m
因此：錨桿長度選擇2.0m。
⑵、錨桿間、排距的確定
根據公式：D≤0.5L
式中：L——錨桿長度
D——錨桿間、排距
則：D≤0.5×2.0=1.0m，考慮到工作面的實際情況，頂部錨桿間距取0.8m、排距取0.8m。
⑶、錨桿直徑的確定
根據公式d=L/110=2000/110=18.19mm，因此取錨桿直徑20mm可行。
⑷、錨固長度的確定
根據公式：L′≥2/3 L
式中：L′——錨固長度
L ——錨桿長度
則：L′≥2/3×2000=1333mm，頂部錨桿錨固：采取加長錨固。
根據錨桿眼徑、錨桿、藥卷直徑及實際抽取樣品檢查情況，頂部錨固劑選取Z2388和CK2340各一條能滿足設計要求。
⑸、錨桿強度驗算
a、錨桿錨固力驗算
根據懸吊理論：F=R·H·S
式中：F——錨桿懸吊巖體負荷重量
R——頂板巖石比重，3.15t/m3
S——支護面積，S=0.8×0.8=0.64m2
H——選擇錨桿錨固深度 1.33m
故：F=3.15×0.64 ×1.33=2.68(t/根)=24.0664KN/根，考慮到安全系數，錨固力按50 KN/根設計。
b、錨桿最大抗拉力
根據公式：F=S×Q拉
式中：F——錨桿最大抗拉力，KN/根
S——錨桿斷面積，S=πR2=3.14×(20/2)2=314mm2
Q拉——錨桿抗拉強度，Q拉=56.4kg/mm2
故：F=314×56.4=17709.6(kg/根)=177.096KN/根
經驗算錨桿懸吊巖石重量小于錨桿抗拉強度，根據《各類巷道合理的錨桿支護技術
選擇表》，因此頂部錨桿選擇φ20×2000mm的高強錨桿，間距取800mm、排距取800mm，可以滿足要求。
2、幫錨桿參數的確定：
⑴、幫錨桿長度的確定
巷道兩幫潛在松塌區寬度L1：
L1=h×tan(45-φ/2)=3650×tan(45-63.4/2)=863mm
式中：h——巷道高度，取毛高3650mm;
φ——煤層內摩擦角，煤層硬度系數f=1.5，
φ=arctanf=56.3°。
錨桿長度：L= L1+L2+L3=863+800+30=1693mm
根據理論分析及實際抽取樣品檢查情況，決定幫錨桿長度取 2000mm。
其中：L2——幫錨桿伸出潛在松塌區的額定錨固長度，取800mm;
L3——幫錨桿外露長度，取30mm。
⑵、錨固長度的確定
根據公式：L′≥1/3 L
式中：L′——錨固長度
L ——錨桿長度
則：L′≥1/3×2000=666mm，幫錨桿錨固：采取端錨。
根據錨桿眼徑、錨桿及藥卷直徑，錨桿選用Z2388一條錨固劑進行錨固。
⑶、錨桿直徑
根據公式
d=L/110=2000/110=18.18mm，因此錨桿直徑取20mm。
式中： L——錨桿長度
⑷、錨桿間、排距的確定
根據公式：D≤0.6L
則： D≤0.6×2000=1200mm
根據領近巷道錨桿間排距情況，選取錨桿間排距均為0.8m。
3、噴層厚度的確定：
根據采礦設計手冊P2674中沖切破壞作用計算公式：
t>75SRt(KG)
切割塊假設按照0.3cm×0.3cm×0.3cm(長×寬×高)進行計算：
G—所選冠石或其他危石的質量(單位N)
K—沖切強度計算安全系數，一般取3.0
S—所選冠石或其他危石與噴層接觸面的周長(單位cm)
Rt—噴射混凝土的抗拉計算強度，取1.5(單位MPa)
代入數據得：
t>75*1.2*1.5(3*635)
t>14.11cm
綜合分析噴厚取值15cm。
二、臨時支護：
1、采用綜掘機機載臨時支護，型號為：ZLJ-2.5
2、機載臨時支護工藝
a、操作前
(1)開動臨時支護時必須由主司機操作，副司機及班組長負責觀察指揮，隨時觀察油缸伸縮情況及支架頂部平衡情況，發現有異常情況應及時停機并處理。
(2)開機前檢查綜掘機切割電機是否已停止工作，臨時支護裝置的供油回路是否已切換正確。
(3)檢查臨時支護裝置所有油缸、供油回路是否漏油。
(4)升降臨時支護過程中兩側嚴禁站人。
b、打開支架
(1)打開操作閥上通向臨時支護的油路，關閉綜掘機行走、回轉、升降油路。
(2)將永久支護所需材料(“W”鋼帶、錨網)按排距平放在支架頂梁上并用磁鐵吸好。
(3)推動支護主架和頂梁架的液壓控制手柄，緩慢平穩的打開支架。
(4)當支護主架和頂梁架升至所需角度后再操作主架升降手柄上升主架至巷道頂板，將錨網壓緊在頂板上。
(5)關閉綜掘機油泵電機，斷開綜掘機機組隔離開關。人員在臨時支護下進行永久支護。
c、收架
(1)永久支護完成后，先開啟綜掘機油泵電機，降下臨時支護主架。
(2)折疊臨時支護主架合頂梁架，使臨時支護裝置安放在綜掘機截割臂上。
(3)切換供油回路，斷開臨時支護裝置的供油回路。
d、使用
(1)操作機載臨時支護時，必須將綜掘機截割電機閉鎖，截割頭落地并蓋上護皮。
(2)在臨時支護頂架接近頂板時，嚴禁操作掘進機截割頭。如果支護頂架接近頂板無法壓緊至頂板時，人員需撤離臨時支護設備旁，先降下頂架，再抬高掘進機截割頭，并在截割頭下墊上方木，再重新升頂架至頂板。
(3)臨時支護壓緊頂板后，嚴禁操作掘進機。如需調整頂架位置，必須先撤離支護人員，降落頂架，再操作掘進機。
(4)支護頂架貼緊巷道頂板后，嚴禁操作折疊油缸及推動頂架前后移動。
(5)注意保證油缸油位，并保證油溫不超過70℃。
3、工作面最大、最小控頂距
工作面最大控頂距為2000mm，最小控頂距為400mm。
三、工作面最大控頂距平、剖面圖見附圖(4-1)
工作面最小控頂距平、剖面圖見附圖(4-2)
第三節：支護工藝
一、支護操作工藝及要求：
(一)風動錨桿支護操作及技術要求：
1、頂板錨桿安裝：
風動錨桿(錨索)鉆機支護頂錨桿施工工藝流程
⑴、處理掉頂幫活煤、活矸并進行敲幫問頂——臨時支護——畫錨桿眼、打眼并清孔——安裝樹脂藥卷及錨固頂錨桿——安裝墊片及緊固螺母——用力矩扳手檢查初錨力是否合格——安裝其它頂錨桿。
⑵、施工順序：頂錨桿施工采取由外向里、由中間向兩邊的施工順序。
⑶、錨桿必須緊跟迎頭。打眼前先將錨桿眼位標好，然后將風動錨桿(錨索)鉆機調整在工作面適當位置后開始打眼。打眼時必須采用濕式打眼。
⑷、在操作過程中，推力要均勻，防止斷釬、卡鉆。錨桿孔深要求為2420-2450mm(矩形斷面)或者1920-1950mm(異形斷面)，并保證鉆孔角度，鉆頭鉆到預定孔深后下縮風動錨桿(錨索)鉆機，同時清孔，清除煤粉和泥漿。
⑸、除風動錨桿(錨索)鉆機司機外，另一人在打好的眼內放入樹脂藥卷(先放一支CK2340，后放一支Z2388)。將錨桿尾部套上托板及帶上螺母，桿尾通過連接器與打眼機聯接，然后將錨桿插入鉆孔中，升起錨桿(錨索)鉆機，將孔口處的藥卷送入孔底。
⑹、利用風動錨桿(錨索)鉆機攪拌樹脂藥卷。樹脂藥卷攪拌是錨桿安裝過程中的關鍵工序，要求攪拌過程連續進行，中途不得間斷或停頓。攪拌時間按廠家要求嚴格控制(一般為20-30秒)。停止攪拌但保持鉆機推力等待60秒降下錨桿(錨索)鉆機，再等待180秒后擰緊螺母托盤。
⑺、利用手動緊錨器或風動緊錨器擰緊螺母，使錨桿具有一定的預緊力。初錨力應達到200N·m，檢查錨桿初錨力必須使用力矩扳手。
⑻、頂錨桿間距按錨梁眼距布置，間、排距誤差不超過±100mm。
⑼、錨桿外露長度為20mm—50mm(不包括托盤、錨梁、螺母)。
2、幫錨桿安裝：
風動錨頭施工幫錨桿工藝流程
⑴、處理掉幫活煤、活矸并進行敲幫問頂——畫錨桿眼、打眼并清孔——開始吊聯幫網藥卷及錨固幫錨桿——安裝樹脂——安裝錨梁或金屬梁——安裝墊片及緊固螺母——用力矩扳手檢查初錨力是否合格——安裝其它幫錨桿。
⑵、在操作過程中，推力要均勻，防止斷釬、卡鉆。
⑶、錨桿孔深要求1920-1950mm，初錨力應達到180N·m。
⑷、幫錨桿應由上向下施工，確保施工安全。
⑸、每次割煤后幫部永久支護距迎頭的最大距離不大于2000mm(頂板破碎或過構造帶時幫錨桿緊跟迎頭)。
⑹、錨桿外露尺寸要求在20～50mm之間(不包括托盤、錨梁、螺母)。
3、操作要求：
⑴、支護時，班組長和安全員要在打眼前首先進行敲幫問頂，處理掉一切不安全因素。敲幫問頂時，一人用2.5米以上長柄工具由外向里處理頂幫活矸，另一人觀察頂板及周圍情況，發現有異常情況人員立即撤到安全地點并采取相應措施。
⑵、驗收員必須根據中腰線及錨桿間排距設計要求標定鉆孔位置，初錨力必須達到設計要求。
⑶、為保證錨桿角度和深度，施工頂錨桿采用短打長套的辦法。
⑷、施工過程中，人員必須站在永久支護下進行操作，嚴禁空頂作業。
⑸、錨桿頭部螺紋部分必須清理干凈，不得有氧化皮、銹蝕、油污等雜物。發現失效的錨桿必須重新補打。
⑹、錨桿支護必須做到及時有效，并保證安裝質量。
⑺、掘進時巷幫超寬或片幫超寬達到400mm及以上、長度超過800mm及以上時，必須及時補打一根頂錨桿，采用金屬梁和補打頂錨桿的方法進行補強，超寬1000mm時必須補打一根錨索，巷道每超高500mm時必須及時補打一根幫錨桿。
⑻、地質條件發生變化時，必須及時調整循環進度及支護參數，錨桿支護排距不得大于800mm，錨索排距相應縮小，當采取以上措施不能有效控制頂板時，必須另行編制專項安全技術措施。
⑼、頂幫支護要求緊跟迎頭，做到隨掘隨支，考慮施工方位允許底角錨桿滯后迎頭5排。
⑽、頂板破碎凹凸不平時，必須采用“十”字梁加強頂板支護。
(二)錨索支護工藝及各工序要求：
1、風動錨索(錨桿)鉆機施工錨索工藝流程：
⑴、安全檢查——定孔位——用風動錨索(錨桿)鉆機打眼并清孔——安裝樹脂藥卷——安裝錨索——升起風動錨索(錨桿)鉆機攪拌樹脂藥卷至規定時間(一般為45秒)——停止攪拌， 5分鐘后降下鉆機——等待30分鐘——安裝托板及錨具——張拉錨索至25MPa——安裝其它錨索。
⑵、錨索長度根據頂煤厚度情況取6300～12300mm，錨索孔深比錨索長度小300mm。
⑶、安裝樹脂藥卷，放入2支Z2388型樹脂藥卷。插入錨索將樹脂藥卷推到孔底。
⑷、攪拌時。先慢后快，待錨索全部插入鉆孔后，采用全速旋轉攪拌45秒。停止攪拌后等待5分鐘，收縮鉆機，卸下攪拌器。攪拌后錨索外露長不超過300mm。
⑸、張拉錨索時，采用風動錨索張拉機張拉錨索，攪拌好后等待30分鐘(5分鐘降鉆等待時間)，安裝托盤、錨具，用風動錨索張拉機張拉錨索至25MPa。
⑹、隊組禁止擅自切割錨索。
⑺、錨索必須緊跟迎頭，嚴禁滯后。
⑻、卸、接鉆桿必須在停機的情況下進行。
⑼、攪拌器一定要插入鉆機底，鋼絞線要插進攪拌器底部，注樹脂藥卷過程中，要專人護住鋼絞線，以防鋼絞線甩脫傷人。
⑽、鋼絞線錨固后，按時上托板緊固。
⑾、張拉錨索時，錨索張拉機應與鋼絞線保持同一軸線。
⑿、風動錨索張拉機操作人員應緩慢升壓，嚴禁高壓換向。
⒀ 張拉錨索時，發現錨索不合格，必須在其附近300mm范圍內補打一根錨索。錨索安裝兩天后，如發現預緊力下降，必須重新張拉或及時補打。
第四章 掘進方式
一、作業方式：
掘進方式為綜掘，掘進過程中，每次開機割煤時割煤高度為2.65m，留1m厚4.9m長的臺階。
1、工藝流程：
綜掘：交接班檢查(與開機前準備平行作業)→(延長皮帶)→開機掃底、機組進刀割煤、裝煤、運煤(巷道下部留1米的“臺階”)→ 退機、停機→敲幫問頂→臨時支護→永久支護(施工頂錨桿、臺階上部幫錨桿和臺階后底角錨桿)→下一循環
綜掘工藝流程圖見(附圖5)
注：巷道每次鉆探長度為70m，允許掘進50m，留20m防水煤柱，每次鉆探時間為兩個小班。鉆探期間，巷道停止掘進。
2、綜掘機截割方式：
綜掘機采用中部進刀橫向往復式截割，截割時先左右擺動割出槽窩，然后由下向上進行截割，截割完畢后進行支護，然后進行下一循環。
3、截割程序圖見(矩形斷面附圖6-1，異形斷面附圖6-2)
二、施工機具的選擇：
機具名稱型號數量
綜掘機EBZ-315A1臺
30KW電滾筒皮帶TDY-302部
膠帶輸送機SJ-800/90×21部
氣動錨桿(錨索)鉆機MQT-110A2臺
風鉆YT283臺
手持式風動鉆機ZQ-50T2臺
第五章 運輸系統
一、運輸方式：
1、掘進+750膠帶大巷期間出煤采用綜掘機星輪裝煤機構裝煤、配合巷道內SJ-800膠帶輸送機運輸,經輸送機運至+750機尾繞巷30KW電滾筒皮帶運輸到5-1031巷30KW電滾筒皮帶至溜煤眼(西區膠帶暗斜井強力皮帶)，最后通過主斜井強力皮帶運至地面。
2、運料：物料利用絞車通過軌道運輸及人工推車運輸至工作面。
二、運輸線路：
1、運煤：+750膠帶大巷工作面→ +750水平皮帶巷機尾繞道→ 5-1031巷→溜煤眼→西區膠帶暗斜井→5#煤煤倉→ 主斜井 → 地面
2、運料：
地面 → 副斜井 → +910水平大巷 → 軌道暗斜井 →三車場 → 5-1031巷→+750水平皮帶巷機尾繞道→+750膠帶大巷工作面
二、 運輸系統圖見(附圖7)
四、運輸管理規定及措施：
1、膠帶運輸：
⑴、皮帶要鋪設要平、直、穩固,各種保護設施、信號裝置、機頭消防器材、上下托輥必須齊全有效。
⑵、皮帶機頭、機尾必須固定牢固，機頭采用八根φ20 mm×2000mm左紋螺旋鋼高強錨桿固定，機尾采用四根φ20 mm×2000mm左紋螺旋鋼高強錨桿固定。
⑶、皮帶機頭、機尾必須經常清理，保持干凈、整潔。
⑷、皮帶司機必須經過培訓，持證上崗，開機前要先發出開機信號仔細巡回檢查確認問題后，待回信號后點動皮帶，無異常情況后方可開機運行。
⑸、清理、維護皮帶機頭、機尾、滾筒上粘煤時，必須停機閉鎖開關及掛停電牌，否則嚴禁檢修和清理。
⑹、皮帶與皮帶順向搭接高度及長度都不得小于0.5m，垂直搭接長度不小于0.35m，高度不小于0.5m。搭接點必須按要求安設護皮，護皮安裝要牢靠。
⑺、嚴禁在皮帶輸送機上乘人。
⑻、膠帶輸送機一旦有異常情況時要及時停機處理。
⑼、膠帶輸送機運行時，嚴禁人員跨越皮帶，經常過人處要安設行人過橋。
⑽、膠帶輸送機運行中，嚴禁用鐵鍬和其它工具清理皮帶和滾筒上的煤泥或用工具撥正跑偏的皮帶。
2、軌道運輸：
⑴、絞車司機必須經培訓后持證上崗，并遵守崗位操作規定。
⑵、固定絞車時，必須按照軌道中心線及安裝要求進行施工。
⑶、絞車司機、摘掛鉤工必須嚴格執行“五不開”“五不掛”規定，嚴禁絞車司機兼作摘掛鉤工作，摘掛鉤工作必須由專門摘掛鉤工進行操作。
“五不開”是指：1、絞車不完好不開。2、信號不清不開。3、鋼絲繩打結、斷絲超限不開。4、安全設施不齊全、巷道有行人不開。5、超掛車不開。
“五不掛” 是指：1、安全設施不齊全不掛。2、信號不清不掛。3、巷道有行人不掛。4、超過規定車數不掛。5、連接裝置不完好，裝載超寬、超高、超重、偏載或上山無車尾巴保險繩不掛。
⑷、絞車信號必須采用聲光信號進行聯系。信號規定：一聲停、二聲拉、三聲放、四聲慢提、五聲慢放。
⑸、絞車必須有專人管理和專人檢查維修，并有記錄。
⑹、運輸前必須檢查運輸線路是否暢通，不得有任何障礙物，發現問題，及時處理，在未處理前，不得進行礦車運行。
⑺、必須嚴格按規定數量掛車，嚴禁超掛車。
⑻、運送車輛，必須停穩并設好阻車器后，才準摘鉤。
⑼、礦車掉道后 ，必須用起道器等工具進行上道，嚴禁用絞車強行拖拉。
⑽、嚴格執行 “行車不行人、行人不行車”規定。
⑾、嚴禁蹬、扒、跳車。
3、手推車運輸：
⑴、裝車時要前、后、左、右均勻，不得偏重，防止手推車失穩、翻車。裝車時嚴格控制材料及設備重量。裝車后捆綁結實牢靠，并認真檢查。
⑵、上(下)坡時，手推車方向桿應朝上坡方向，所有人員全部撤到手推車上坡方向，一人把握車前進方向，其余人員全部拉車，防止因車太重高速竄飛到坡下。
⑶、在變坡點和交叉口處必須安排專人放設警戒。
⑷、推車時，保證車速均勻緩慢，防止車速過快造成車受力不均勻導致翻車。
⑸、嚴禁放飛車和人員蹬坐手推車。
⑹、應定期檢修人力車的完好情況。
4、人工搬運：
⑴、人工抬放較長、較重物體時，要統一聽從指揮，口號一致，同肩、同起、同放，不得隨意甩扔。
⑵、抬放設備時，人員盡量不要靠近兩幫，防止撞壞設備或撞傷人員。
⑶、設備抬放到位后，應靠幫擺放整齊，不得隨地亂放。螺絲等小件應妥善保管，防止丟失。
第六章 通風系統
第一節 風量計算及局部通風系統
一、通風系統：
1、新鮮風流：
主斜井、副斜井、行人斜井→+910 大巷→行人暗斜井→西區五聯巷→局扇→風筒→+750膠帶大巷工作面。
2、乏風風流：
+750膠帶大巷工作面→西區五聯巷回風道→回風道→回風暗斜井→+440總回風巷→回風立井。
3、通風系統圖見(附圖8)
二、通風方法：
+750膠帶大巷掘進工作面采取局部通風機壓入式通風，風機安裝在西區五聯巷內，距回風道口18m處。
三、風量計算及風機選型和全風壓配風量：
1、按工作面最多人數計算：
Q=4N=4×20=80m3/mi
n
4—以人數為計算單位的供風標準，即按井下4m3/min的規定風量來計算。
N—工作面同時工作人數。
2、按局部通風機的實際吸風量計算：
Q需——工作面需要風量;
Q吸——局扇的吸風量;
Q漏——風筒的百米漏風量;
柔性風筒的百米漏風率
通風距離<200m200-500 m500-1000 m1000-2000 m
L100/%<15<10<3<2
Q需=Q出+ Q漏
=0.25×60×S+L×2%=0.25×60×17.9+1400×2%=296.5m3/min
要求局部通風機的最小吸風量大于Q需， 2×15KW的FBD-2-N056的局部通風機的吸入風量為：450m3/min，能夠滿足要求，因此工作面局扇選型為2×15KW局扇。
Q吸=350m3/min
3、該處配風量
Q配=Q吸+0.15×60×S=350+9×13.5=471.5m3/min
S—局扇處巷道斷面。
4、按風速驗算
Q =471.5>0.25×60×S=0.25×60×17.9=269m3/min
0.25—工作面允許最低風速，m/s。
S—工作面斷面。
Q =478<4×60×S=4×60×17.9=4296m3/min
4—工作面允許最高風速，m/s。
S—工作面斷面。
經驗算工作面配風取471.5m3/min，符合風速要求，采區供給該處風量為475m3/min，符合要求，局部通風機選型為2×15KW的FBD-2-N056的局部通風機。
第二節：安全檢測及通風管理與措施
一、安全監測監控儀器儀表布置要求及布置圖：
1、750膠帶大巷使用行人暗斜井口的5#分站，安設2個瓦斯傳感器、1個風筒傳感器、4個風機開停傳感器、一個饋電傳感器。
2、由于為低瓦斯礦井，掘進工作面可采用2個瓦斯傳感器。
工作面T1位置為：距工作面3-5m，距頂不大于300mm，距幫不少于200mm，風筒對面垂直懸掛。
報警值：T1≥0.8% ，斷電值： T1≥ 0.8%，復電值T1<0.8%。
回風巷T2位置為：距回風口10-15米，距頂不大于300mm，距幫不少于200mm，風筒對面垂直懸掛。
報警值：T2≥0.8% ，斷電值： T2≥ 0.8%，復電值T2<0.8%。
瓦斯傳感器位置如圖所示：
斷電范圍：T1、T2為掘進巷道中全部非本質安全型電氣設備。
3、每班由瓦斯檢查員對瓦斯傳感器進行比對，確保傳感器數據準確。
第三節：綜合防塵、防滅火系統
一、綜合防塵系統
1、在巷道內安裝一趟φ55mm灑水管路，與主管路溝通，每隔200m安設一個閥門，每隔50m安設一個三通，吊掛高度距地板1500mm。
2、凈化水幕距迎頭20-30m范圍內，要求能覆蓋全斷面，霧化好。工作面裝渣過程中，必須同時使用所有凈化噴霧。在各轉載點必須安設轉載點噴霧裝置，實行噴霧灑水。
3、在各轉載點安設轉載點噴霧裝置。
4、實行濕式打眼，嚴禁干打眼。打眼工佩戴防塵口罩。
5、綜掘機必須有內、外噴霧裝置，內噴霧壓力不得小于3Mpa;外噴霧水壓不得小于1.5 Mpa;如果內噴霧使用水壓小于3 Mpa或無內噴霧裝置，必須使用外噴霧、除塵風機、機載噴霧泵。
6、安裝除塵風機，除塵風機安設在綜掘機上，伸縮風筒固定在綜掘機上，風筒延伸超過駕駛座1.5m。
二、防滅火系統：
1、在皮帶機頭、油脂庫分別配備2臺滅火器、1個容積不小于0.2m³的沙箱、1個鉤子、1把斧頭、1把鐵鍬，皮帶機頭配備一根長度不小于20m的消防軟管。
2、工作面有發火征兆時，及時制定防滅火措施。
三、綜合防塵、防滅火系統圖見(附圖9)
第四節：通風管理規定及措施
一、通風系統：
1、嚴禁在通風設施5m范圍內堆放雜物。
2、巷道有效斷面小于設計斷面的2/3時，隊組要安排專人負責進行巷道維護，否則停產進行處理。
3、通風系統需要改變時，由通風科負責編制通風設計以及安全技術措施。
4、測風員每5天對此工作面局扇的吸風量、出口風量進行一次測定，并認真編制測風報表。
5、貫通或不使用的聯絡巷，通風科要及時下發設施施工通知單，由通風隊施工通風設施。
6、瓦檢員每班對瓦檢區域的通風設施進行檢查，發現問題及時匯報通風調度。
7、通風區、科干部下井進行不定時檢查，發現問題及時安排處理。
8、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第一節及其它有關管理規定。
二、瓦斯管理：
1、瓦檢員必須按照瓦斯檢查計劃圖表中規定的時間和內容，對工作面及其它作業地點的瓦斯、二氧化碳濃度及空氣溫度進行檢查，并認真填寫瓦斯檢查圖表、牌板，每次將檢查結果及時匯報通風調度室。
2、瓦檢員監督隊組嚴格執行“一通三防”有關規定，當工作面出現瓦斯超限、煤塵堆積、綜掘機開、停機噴霧失效、放炮不使用水炮泥等重大通風隱患及“三違”時，必須匯報礦調度室。
3、瓦檢員嚴格執行班中、班后匯報制度，堅持井下交接班，嚴禁空班漏檢。
4、當班機組司機、電鉗工、班組長必須攜帶便攜式甲烷檢測儀。
5、工作面每班由班組長負責懸掛便攜式甲烷檢測儀及瓦斯傳感器。
6、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第二節及其它有關管理規定。
三、防塵系統的管理規定及措施：
1、防塵設施(凈化水幕、各轉載噴霧、卸載點噴霧)由通風區統一按質量標準化要求進行安裝，安裝完畢經通風科驗收合格后，移交給隊組使用。
2、隊組嚴格按要求使用工作面的防塵設施，定期對防塵設施檢查，發現問題及時處理。
3、隊組每班派專人對巷道內煤塵進行沖洗，發現煤塵大時，對負責人按規定進行處罰。
4、每次割完煤后，安排專人對工作面20米范圍內的煤塵進行沖洗，保證開關、設備清潔。
5、隊組嚴格執行先開噴霧后開機制度，防止煤塵飛揚。保證綜掘機的內外噴霧、機載噴霧泵、除塵風機正常使用，噴霧覆蓋全斷面。機組噴霧損壞時，要立即停下來，進行處理。
6、出渣時，必須使用轉載點、卸載點噴霧。
7、實行濕式打眼，嚴禁干打眼，工作面作業人員必須佩帶防塵口罩，進行個體防護。
8、每旬由通風科組織一次井下防塵工作大檢查，月底匯總檢查結果進行考核。
9、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第三節及其它有關管理規定。
四、局扇的安裝及管理：
1、局扇下井前，必須由機電科、通風科聯合進行局扇檢修鑒定，鑒定完好，方可入井。
2、局扇安裝地點到回風口間的巷道中最低風速必須符合《煤礦安全規程》規定。
3、局扇選型2×15KW的FBD-2-N056，局扇安裝在距+750水平皮帶機尾繞道18米處，局扇、備扇全部上架，架子緊靠下手幫放置;專用局扇在前，架子高度為1.0米;備用局扇在后，架子高度為1.8米;
4、局扇接火，由機電科負責提供供電設計。
5、局扇安裝好由業務科室牽頭，通風科、安全科機電科、通風區、使用隊組參加進行驗收。驗收合格后，才能接風筒進行使用。
6、局扇必須由專職人員負責管理，保證正常運轉，不準隨意停開。每天4點班18：30-20：00由當班電鉗工負責，進行局扇切換，風電閉鎖試驗，并向通風調度匯報。
7、局扇牌板安設在局扇附近5m范圍內，固定在幫部，距底板1.5米。
8、風筒采取Φ600MM抗靜電阻燃風筒。風筒使用8#鐵絲作為引線，拉緊固定在巷道上部，風筒吊掛平直、逢環必掛、接頭嚴密不漏風、風筒接口要反壓邊、風筒無破口。風筒拐彎時要設彎頭，不準拐死彎，嚴禁花接。
9、風筒距工作面的距離為5-10m.工作面必須有備用風筒，存放在指定地點，碼放整齊，不影響行人、運輸。存放量滿足兩個班的生產需要。
10、風機安裝必須實行“三專兩閉鎖”、“雙風機雙電源自動切換”和“五專一化”，定置化管理，一臺風機只能向一個工作面供風，出口風量不少于296.5m2/min。
“三專兩閉鎖”是指：“三專”指井下對局部通風機供電采用專用變壓器、專用開關、專用線路，以確保供電相對穩定。 “兩閉鎖”是指掘進工作面瓦斯電閉鎖和風電閉鎖。其中瓦斯電閉鎖是指當掘進工作面瓦斯濃度超限時，聲光報警并自動切斷被控設備電源;風電閉鎖是指當局部主通風機停止運轉或風筒風量低于規定值時，自動切斷掘進工作面內(除備用風機電源外的)所有設備電源。
“五專”是指：局扇要有專項設計、專項措施、專人安裝、專人驗收、專人管理。“一化”是指：局扇采用“定置化”管理。
11、井下運行的局扇每半年至少出井檢修一次，通風科建立局扇動態管理臺帳。
12、局扇需要移位時，必須經礦總工程師同意，通風科下達局扇設計審批單，方可移位。
13、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第一節及其它有關管理規定。
五、監控系統管理：
1、通風區監測工嚴格按照監控設計進行安裝，安裝不合格，不予驗收。
2、每班必須有一名監測工對工作面監控設施進行巡查，發現問題及時處理、上報。
3、每班由瓦檢員對檢查區域的監控設施進行檢查，發現問題及時匯報。通風區接到匯報后，必須安排監測工及時處理，檢測設備處理時間不得超過24小時，探頭、監控線路故障處理時間不得超過8小時。
4、傳感器吊掛不符合規定的，對當班班組長進行處罰，發現人為破壞監控系統的根據情節嚴重程度，按嚴重“三違”處理。
5、傳感器嚴禁置于水幕下方，隊組灑水時，對傳感器要進行有效的保護，防止傳感器進水。
6、監測工負責傳感器線路的延長、回撤、整掛。每七天對傳感器進行調校。
7、瓦檢員每班使用光瓦與甲烷傳感器進行對照，并將結果寫在監測管理牌板上，兩者誤差大于允許值時(0-1%，±0.1%;1%-2%，±0.2%;2%-4%，±0.3%)，先以讀數較大者為依據采取措施，并將結果匯報通風調度室。
8、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第三章及其它有關管理規定。
六、供水施救系統：
在掘五隊一部皮帶機頭安裝一套供水施救裝置，+750膠帶大巷從三部皮帶機頭開始每隔200m安裝一套供水施救系統。
第七章 設備布置及供電系統設計
第一節 供電設計
一、工作面設備概況
工作面主要設備有EBZ-315綜掘機一臺、SJ-800/90×2膠帶輸送機一部、30KW電滾筒兩部、FBD-2-N056型局部通風機兩臺等。綜掘機電源電壓等級采用1140V;膠帶輸送機、30KW電滾筒皮帶、局部通風機等設備電源電壓等級均采用660V。 電源供電來源于西區中部變電所。
電纜的敷設路線：西區中部變電所→西區軌道暗斜井→三車場→五聯巷→5-1031巷→750水平皮帶巷機尾繞道→750膠帶大巷
二、負荷統計-覽表：
750膠帶大巷施工主要設備負荷統計：
名 稱型 號數量單臺功率(KW)總功率(KW)備 注
綜掘機EBZ—315(A)14994691140V
輸送機SJ-800/90×21180180660V
電滾筒TDY-3023060660V
局扇FDB-2×1521530660V
張緊車17.57.5660V
總 計746.5
三、選擇移動變電站：
移動變電站的選擇：
1、工作面660V 總功率為336KW。
根據公式：S=KxΣPn/cosΦ
其中：S—所計算的電力符負荷總視在功率，KVA;
ΣPn—參加計算的所有用電設備的額定功率之和，KW;
CosΦ—參加計算的電力負荷的平均功率因數，取0.65;
Kx------需用系數，取0.5;
S=KxΣPn/cosΦ=0.5×336/0.65=258KVA。
根據計算結果及中部變電所供電系統情況選用1臺KBSGZY—500/6/0.693移動變電站供電。
2、工作面1140V 綜掘機總功率為469KW。
根據公式：S=KxΣPn/cosΦ
其中：S—所計算的電力符負荷總視在功率，KVA;
ΣPn—參加計算的所有用電設備的額定功率之和，KW;
CosΦ—參加計算的電力負荷的平均功率因數，取0.65;
Kx------需用系數，取0.5;
S=KxΣPn/cosΦ=0.5×469/0.65=360KVA。
根據計算結果及中部變電所供電系統情況選用1臺KBSGZY—630/6/1.2移動變電站供電。
3、工作面局扇總功率為30KW。
根據公式：S=KxΣPn/cosΦ
其中：S—所計算的電力符負荷總視在功率，KVA;
ΣPn—參加計算的所有用電設備的額定功率之和，KW;
CosΦ—參加計算的電力負荷的平均功率因數，取0.85;
Kx------需用系數，取1;
S=KxΣPn/cosΦ=1×30/0.85=35.29KVA。
根據計算結果及中部變電所供電系統情況選用1臺KBSG—100/6/0.693干式變電站供電。
四、干線電纜截面及其總開關選擇：
礦用橡套電纜的長時允許載流值：
主芯線截面(mm2)4610162535507095
長時允許載流值(A)36466485113138173215260
1、工作面綜掘機干線電纜、總開選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.7
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.7×469/0.85×√3×1.14×0.85=230A,
根據計算結果選取MY--0.66/1.14--3×95+1×25橡套電纜，長時載流量為260A。開關選用QJZ-400開關。
2、工作面動力干線電纜截面及總開關選擇：
根據公式：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ
式中：I-------該線路最大長時工作電流， A
ΣPn---該線路用電負荷總功率， KW
Kx—需用系數，取0.5
U--額定電壓等級，KV
CosΦ—加權平均功率因數，取0.7
I=0.5×336/√3×0.66×0.7=210A。
根據計算結果到工作面的干線電纜選用1趟MY-0.38/0.66-3×70+1×25橡套電纜(電纜長時載流量215A)，開關選用QJZ—400開關(電壓等級660V)，能夠滿足要求。
3、工作面局扇干線電纜截面及總饋電開關選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=30×0.9/0.85×√3×0.66×0.85=32.9A。
根據計算結果到工作面的干線電纜選用1趟MY-0.38/0.66-3×16+1×10橡套電纜(電纜長時載流量85A)，開關選用QBZ—80開關(電壓等級660V)，能夠滿足要求。
五、負荷電纜及開關選擇：
1、800皮帶負荷電纜截面及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×2×90/0.85×√3×0.66×0.85=196A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×35+1×10橡套電纜2趟，開關選用QJR-400開關。
2、30KW電滾筒皮帶負荷電纜截面及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×30/0.85×√3×0.66×0.85=32.6A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×16+1×6橡套電纜，開關選用QBZ-80開關。
3、張緊車負荷電纜截面及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×7.5/0.85×√3×0.66×0.85=8.2A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×4+1×2.5橡套電纜，開關選用QJZ-80開關。
4、潛水泵負荷電纜截面及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×45/0.85×√3×0.66×0.85=49A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×16+1×6橡套電纜，開關選用QBZ-80開關。
5、工作面局扇負荷電纜截面及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷系數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×15/0.85×√3×0.66×0.85=16.5A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×4+1×2.5橡套電纜兩趟，開關選用QBZ-4×120風機聯鎖開關。
六、各點兩相短路電流計算
根據《煤礦電工手冊》 第十三章井下過流保護
第一節井下低壓電網短路電流計算查表13-1-8a、表13-1-18，得
序號計算范圍電纜截面及長度兩相短路電流
(A)
截面(mm2)長度(m)
1800皮帶機短路電流35151080
2張緊絞車短路電流420823
3二部30電滾筒短路電流161001092
4一部30電滾筒短路電流16601784.86
5工作面潛水泵短路電流16202653
6工作面配電點處短路電流705001866.8
7掘進機短路電流9513501818
局扇短路電流16450479.7
局扇電機處短路電流410449.5
開關整定值明細表
用 途型 號開關容量(A)過載整定(A)短路整定(A)靈敏度校驗
800皮帶QJR400955701080/570=1.8>1.5
動力總開QJZ40019511701866.8/1170=1.6>1.5
局扇QBZ4×1202×162×16449.5/16=5.35>1.5
照明綜保ZXB10
漲緊車QBZ807.575823/75=10.97>1.5
潛水泵QBZ80484802653/480=5.53 >1.5
綜掘機總開QJZ40024012001818/1200=1.52>1.5
+750膠帶大巷外1100米段掘進工作面所用開關明細表
名 稱型 號數 量備 注
磁力起動開關QJZ-4001工作面綜掘機總開
磁力起動開關QJZ-4001工作面動力總開
磁力起動開關QJR-4001800皮帶
磁力起動開關QBZ-801漲緊車
磁力起動開關QBZ-802潛水泵
磁力起動開關QBZ-4×1201工作面局扇
照明信號綜保ZXB-41工作面照明及信號
供電系統圖(附圖10)
第二節：供水系統
一、供水來源
從原鋪設的5-1052運輸聯巷口處￠89mm主供水管路通過三通接一趟￠59mm無縫鋼管鋪設到工作面，每隔200m安裝一個閥門，每隔50m安裝一個￠59mm變￠10mm的異形三通。
工作面灑水管路與供水管路同為一趟￠59mm的無縫鋼管。
二、供水路線：
行人暗斜井→5-1031巷→750水平皮帶巷機尾繞道→750膠帶大巷工作面
第三節：壓風系統
一、壓風來源
從原鋪設的5-1052運輸聯巷口處￠108mm主供風管路處通過三通接一趟￠108mm無縫鋼管鋪設到工作面，每隔200m安裝一個閥門，每隔50m安裝一個￠108mm變￠25mm的異形三通。工作地點壓力不得小于0.6MPa。
二、壓風路線
地面壓風機房→回風立井→440總回風巷→440軌道大巷→五聯巷→行人暗斜井(西區一部人車機尾)→5-1031巷→750水平皮帶巷機尾繞道→750膠帶大巷工作面。
三、壓風系統圖(附圖11)
第四節：機電管理與措施
一、機電管理規定與措施：
井下嚴禁帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前，必須切斷電源，檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度低于1.0%時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢查;檢驗無電后，方可進行導體對地放電。控制設備內部安有放電裝置的，不受此限。所有開關的閉鎖裝置必須能可靠地防止擅自送電，防止擅自開蓋操作，開關把手在切斷電源時必須閉鎖，并懸掛“有人工作，不準送電”字樣的警示牌，只有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。
2、操作井下電氣設備應遵守下列規定：
(1)非專職人員不得擅自操作電氣設備。
(2)手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好的絕緣。
3、容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加裝護罩或遮欄等防護設施。
4、電氣設備不應超過額定值運行，防爆電氣設備入井前，應檢查其“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標志”及安全性能;檢查合格并簽發合格證后，方準入井。
5、掘進工作面配電點的位置和空間必須能滿足設備檢修和巷道運輸、礦車通過及其他設備安裝的要求，并用不燃性材料支護。
6、井下電纜的選用應遵守下列規定：
(1)電纜敷設地點的水平差應與規定的電纜允許水平差相適應。
(2)電纜應帶有供保護接地用的足夠截面的導體。
(3)電纜主線芯的截面應滿足供電線路負荷的要求。
7、敷設電纜(與手持式或移動式設備連接的電纜除外)應遵守下列規定：
(1)電纜吊掛必須用電纜鉤。
(2)巷道中懸掛的電纜應有適當的弛度，并能在意外受力時自由墜落。其懸掛高度應保證電纜在礦車掉道時不受撞擊，在電纜墜落時不落在軌道或輸送機上。
(3)電纜鉤的懸掛間距為1m。
8、電纜不應懸掛在風管或水管上，不得遭受淋水。電纜上嚴禁懸掛任何物件。電纜與壓風管、供水管在巷道同一側敷設時，必須敷設在管子上方，并保持0.3m以上的距離。
9、電纜的連接應符合下列要求：
(1)電纜與電氣設備的連接，其芯線必須使用齒形壓線板(卡爪)或線鼻子與電氣設備進行連接。
(2)不同型電纜之間嚴禁直接連接，必須經過符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接。
(3)同型橡套電纜之間的連接必須修補連接(包括絕緣、護套以損壞的橡套電纜的修補)必須采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效能的冷補。在地面修補的橡套電纜必須經浸水耐壓試驗，合格后方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。
(4)三臺以上的電氣設備必須設置局部接地極，可設置在巷道水溝內或其它就近的潮濕處。設置在水溝內的局部接地極應用面積不小于0.6m2、厚度不小于3mm的鋼板或具有同等有效面積的鋼管制成，并平放與水溝深處。設置在其它地點的局部接地極，可用直徑不小于35mm、長度不小于1500mm的鋼管制成，管上應至少鉆有20個直徑不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板;也可用直徑不小于22mm、長度為1000mm的2根鋼管制成，每根鋼管上應鉆10個直徑不小于5mm的透孔，兩根鋼管相距不得小于5000mm，并聯后垂直埋入底板，垂直埋深不得小于750mm。
10、井下防爆電氣設備的運行、維護和修理，必須符合防爆性能的各項技術要求。防爆性能遭受破壞的電氣設備，必須立即處理或更換，嚴禁繼續使用。
11、井下過流保護的整定值必須與計算值一致，各類過流保護要按規定進行電氣試驗，下井前必須進行通流試驗。
12、嚴禁甩掉停用井下各種電氣保護。非專業人員嚴禁操作檢漏繼電器，各硐室內的檢漏繼電器必須加鎖，使用中的檢漏繼電器要按規定進行電容電流的補償調整，嚴格執行日檢和遠方試驗制度。
13、嚴格執行停送電制度，停電必須掛牌，工作前進行驗電、放電，嚴禁帶電作業。
14、使用中的各種電纜必須按規程要求吊掛，嚴禁用鐵絲吊掛。經過維修的電纜必須進行浸水試驗，耐壓合格后方可下井。
15、存在下列 問題的電氣設備及小電器不得下井使用：
(1)防爆結合面銹蝕、劃痕超過規定。
(2)絕緣座破裂導致接線柱松動，接線柱變形或螺紋滑扣。
(3)導電螺栓、螺母銹蝕超規定。
(4)喇叭嘴不配套或斷裂、缺損。
(5)開關本體與外殼不配套，轉蓋與外殼不配套、缺手把或轉動不靈活，開關內腔上方導電螺栓與接線鼻連接不牢。
(6)開關的機械閉鎖失效。
(7)開關內缺電源隔離罩、電源危險牌、防塵罩。
(8)開關底托架斷裂或固定不牢。
(9)沒有經過指定的電氣設備防爆檢查員檢查出具的防爆合格證;隨有合格證但檢驗期超過6個月或沒蓋檢查員編號章。
(10)電機風翅處的護罩與電機外殼固定不牢。
16、電氣設備金屬外殼和鎧裝電纜接線盒的外接地螺栓應齊全、完整合格，不得銹蝕。
17、機械部分的主要連接部件或受沖擊載荷容易松動部位的螺母應使用防松螺母(備帽)或其它防松裝置。電氣部分緊固用的螺栓、螺母應有防松裝置，彈簧墊圈應緊靠螺母安設。
18、同一部件的緊固件(包括平墊、彈簧墊)規格應一致。
19、螺母擰緊后，螺栓螺紋應露出螺母1～3個螺距，不得在螺母下面加多余的墊圈或螺母來減少螺栓的伸出長度。
20、電氣設備的隔爆外殼應清潔、完整無損并有清晰的防爆標志。有下列情況者為失爆：
(1)外殼有裂紋、開焊、變形長度超過 50mm，同時凹凸深度超過5mm必須及時更換。
(2)使用未經部指定的檢驗單位發證的工廠生產的防爆部件(指受壓傳爆關鍵件)。
(3)防爆殼內外有銹皮脫落。
(4)閉鎖裝置不全、變形損壞起不到機械閉鎖作用。
(5)隔爆室(腔)的觀察窗(孔)的透明板松動、破裂或使用普通玻璃。
(6)防爆電機接線盒缺內隔爆絕緣座。
(7)改變隔爆外殼原設計安裝形狀，造成電氣間隙或爬電距離不符合規定。
21、電纜引入裝置接線嘴應完整齊全緊固，密封良好。
22、迎頭電氣設備要加強管理和維修，爆破時要撤出20m以外。
23、電氣設備必須使用綜合保護開關，風電閉鎖等安全保護裝置，自動停電時，待查明原因，確認無誤后，再人工送電。
24、各低壓操作信號打點器都必須使用防爆按鈕，嚴禁明電操作。
25、各機械設備必須定期按時進行注油檢查維修，以保證設備良好運行。
26、電氣設備與軌道之間的安全間隙不得小于0.5m。
27、井下照明和信號裝置，應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。不得使用明火明電照明。
28、井下所有機電設備必須標有“MA”標志。
二、EBZ-315A綜掘機管理規定和措施：
1、必須堅持使用綜掘機上所有的安全閉鎖和保護裝置，不得擅自改動或甩掉不用，不能隨意調整液壓系統、霧化系統各部的壓力。
2、綜掘機必須裝有只準以專用工具開、閉的電氣控制開關，專用工具必須由專職司機保管，司機離開操作臺時，必須斷開綜掘機上的電源開關。
3、在綜掘機操作另一側，必須裝有能緊急停止運轉的緊急停止按鈕。
4、綜掘機必須裝有前照明燈和尾燈。
5、開動綜掘機前必須發出警報，只有在鏟板前方和割煤機機頭附近無人時，方可開動綜掘機。
6、綜掘機作業時，應使用內、外噴霧裝置。內噴霧裝置的使用水壓不得小于3Mpa，外噴霧裝置的使用水壓不得小于1.5Mpa。如果內噴霧裝置的使用水壓小于3Mpa或無內噴霧裝置，則必須使用外噴霧裝置。機組割煤必須使用除塵風機，不開除塵風機不得割煤。
7、綜掘機停機和交接班時，必須將綜掘機截割頭落地并斷開綜掘機的電源開關和磁力起動器的隔離開關。
8、檢修綜掘機時，嚴禁其他人員在截割頭和轉載皮帶下方停留或作業。
9、各種電氣控制開關的操作手柄、按鈕、指示儀表等要妥善保護，防止損壞丟失。
10、司機必須配備正、副兩名，正司機負責操作，副司機負責監護。司機必須集中精力，不得擅自離開工作崗位，不許委托他人操作。
11、司機必須嚴格執行現場交接班制度，填寫交接班日志，向接班司機交待清機器運轉情況。
12、截割頭變速時，應首先切斷截割電機電源。當其轉速幾乎為零時，方可操作操作器手柄進行變速，嚴禁在高速時變速。
13、開機要平穩，看好方向注視截割電機電源值，以防過載。前進時將鏟板落下，后退時將鏟板抬起，發現有冒頂預兆或危及人員安全時，應立即停機，切斷電源。
14、司機開機操作順序為液壓泵→膠帶機→刮板輸送機→截割部。
15、根據不同性質的煤(巖)確定最佳的截割方式。斷面為半煤巖時，應在煤巖結合處的煤層開始掘進，按先軟后硬的程序。
16、截割必須考慮煤層層理，截割頭應沿煤層層理方向移動，不應橫斷層理，頂板較破碎時應采取預留割煤的方法。
17、截割頭必須在旋轉情況下才能截割煤巖，截割頭不許帶負荷啟動。推進速度不宜太快，嚴禁超負荷運轉。司機開機后要注意故障顯示燈，發現故障燈閃動時，立即停機，查明原因，檢修按程序進行。
18、截割頭在最低位置時，嚴禁將鏟板抬起，截割部與鏟板間距不得小于300mm，嚴禁截割頭與鏟板相碰。截割煤巖時，應防止截齒觸網或支架。
19、司機應經常注意清底及清理機體兩側的浮煤，掃底時應一刀壓一刀，以免出現硬坎，防止履帶前進時越墊越高。
20、煤巖塊度超過機器龍門的寬度和高度時，必須先行破碎后方可運裝。
21、當油缸行至終止時，應立即放開手柄，避免溢流閥長時溢流，造成系統發熱。
22、綜掘機掘進時，不準使截割臂處于左右極限位置。
23、機械各部位、減速器和電機聲響以及壓力變化壓力表的指示出現問題時，應立即停機檢查。
24、風量不足，除塵設施不齊全不準作業。截割電機長期工作后，不要立即停冷卻水，應等電機冷卻數分鐘后再關閉水路。
25、按規定操作順序停機后，應將綜掘機退到安全地點，并將裝載鏟板放在底板上，關閉水閥門，吊掛好電纜和水管，清除機器上的塊煤和粉塵，不許有浮煤留在鏟板上。
26、工作面淋水大時，應將機器墊高，確保電機不被水淹沒。工作面上下山角度大時，應采取防滑措施，電機必須有防水設施。
27、司機離開工作崗位時，必須把操作閥按鈕打至零位，松開離合器，切斷電源，關好供水開關。
三、綜掘機電鉗工管理規定和措施
1、嚴格按照技術要求，對機器進行潤滑，維護保養，不得改變注油規定和換油周期。
2、嚴格對機器進行四檢(班檢、日檢、旬檢、月檢)，潤滑油、齒輪油、液壓油牌號符合規定，油量合適，并有可靠的防水、防塵措施。
3、液壓系統、噴霧系統、安全閥、溢流閥、節流閥、減壓器等必須按照規定的程序進行維修，并將其調整到規定壓力值。
4、機器要在井下安全地點加油，保持油口干凈。嚴禁用棉紗、破布擦洗，并應通過過濾器加油，嚴禁開蓋加油。油管破損、接頭滲漏應及時更換和處理，更換油管時，應先卸壓，以防壓力油傷人和油管打人。
5、更換液壓元件，應保證接口清潔，液壓泵、馬達、閥組的檢修和裝配工作應在無塵場所進行。
6、在起吊和拆裝零部件時，對結合面、接口、螺口等要嚴加保護。電氣箱和低壓配電箱應隨綜掘機進行定期檢查和清理，各電氣元件觸頭、接插件連接部分，接觸要良好。
7、電氣系統防爆性能必須良好，杜絕失爆。
8、應經常檢查和試驗各系統的保護和監控元件，確保能正常工作，設備外觀保持完好，螺絲、墊圈應完整、齊全、緊固，入線口密封良好。
第八章：防排水、防治水系統
一、排水系統：
1、水倉設計：
巷道每掘進300-400m時，在巷道低洼處或淋水較大的地方施工水倉(規格：長×寬×高×深=4×4×3×1.5m)，預計在該巷道內共施工水倉3個。
2、水泵選型及管路鋪設：
⑴、根據地測科提供地測資料，750膠帶大巷沿9#煤層頂板掘進，掘進總長度為1059m，沿煤層下山掘進，總高差為51m，坡度為3.06°。預計該巷道在掘進期間在工作面掘進過程中錨索孔會導通該灰巖含水層，造成大量淋頭水，需加強排水，預計正常涌水量為25—40m³/h。
⑵、考慮該巷道坡度小，掘進時排水會分為三段進行調整排水水泵選型，工作面迎頭用風動泵排到臨時水倉。掘進期間選用三臺BQW50—20/7.5KW潛水泵，水泵流量為50m³/h，揚程為20m，電動機功率為7.5KW，其中正常涌水時一臺工作，一臺熱備，一臺備用;最大涌水時兩臺工作一臺備用。掘進中期選用三臺BQW80—50/37KW潛水泵，水泵流量為80m³/h，揚程為50m，電機功率為37KW。其中正常涌水時一臺工作，一臺熱備，一臺備用;最大涌水時一臺使用或兩臺工作，一臺備用。掘進后期選用三臺BQS100—80/45KW潛水泵。其中一臺使用，一臺熱備，一臺備用。工作面迎頭涌水用三臺FQW20—50風動潛水泵進行導水作業，正常涌水時一臺工作，一臺備用，一臺檢修，最大涌水時兩臺工作，一臺備用。其中流量為20m³/h，揚程為50m。
考慮到涌水量不能精確測定和兩臺水泵共用一根排水管，因此選擇Φ159無縫鋼管。
3、排水路線：
+750膠帶大巷工作面→+750水平皮帶巷機尾道→5-1031巷 → 五聯巷 → 西區行人暗斜井→+440軌道巷→+440水倉
4、排水系統圖見(附圖12)
二、防治水：
根據煤礦防治水規定堅持“有掘必探，先探后掘” 的原則，在掘進期間必須對工作面先進行物探，后進行鉆探。
1、物探
采用高密度電法儀、瞬變電磁法對工作面進行超前探測，每次物探長度為80m，允許掘進50m，留30m防水煤柱;待物探完成后，確定該區域無異常情況，由地測科下發允許掘進通知單。
2、鉆探
⑴、如果探測推測前方有異常區域，必須進行鉆探驗證。鉆探時由地測科下發停掘通知單并編制鉆探設計，探水隊編制安全技術措施審批貫徹后進行打鉆。每次鉆探長度為80m，允許掘進50m，留30m防水煤柱;待鉆探完成后，確定該區域無異常情況，由地測科下發允許掘進通知單。
⑵、探水鉆機選用型號為ZLJ-350，鉆探長度為120-150m(煤巷)，巖巷為70m-100m。
⑶、鉆探期間必須保證工作面排水系統正常運行。
3、施工隊組必須嚴格執行地測科下發的停、掘通知單。
4、“有掘必探”必須作為一項生產工藝，生產科在銜接時間安排上，應考慮“有掘必探、有疑必鉆”并按實際情況調整單月進尺。
第九章 勞動組織和正規循環
第一節 勞動組織
一、勞動組織形式：采用“四六”作業制，三掘進一檢修。
二、勞動組織圖表：
第二節：正規循環作業
一、循環進度及班循環次數：
+750膠帶大巷綜掘工作面掘進作業采用“四·六”作業制，早班、晚班及夜班每班2個循環，循環進尺1.6m，圓班進尺：6×1.6=9.6m，除考慮到鉆探影響及月底檢修(每月平均鉆探3次，每鉆探一次需要2個小班，月底檢修需要3個小班)外，每月按27天計算，正規循環率為85%。月單進：9.6×27×85%=220m。
二、正規循環作業圖表見(附圖13)
第三節： 主要技術經濟指標
序號項目單位+750膠帶大巷
1掘進工程量m1049.53
2巷道毛斷面m2矩形17.89、異形17.91
3巷道凈斷面m2矩形15.64、異形16.02
4支護間距m頂:0.8
m幫:0.8
5支護排距m0.8
6循環進尺m1.6
7班循環數個/班2
8正規循環率%85
9日進尺m9.6
10日出勤工/日56
11掘進工效m/工日0.17
122.5m錨桿消耗根/m8.75
2.0m錨桿消耗根/m12.5
13截齒消耗個/ m0.05
14油脂消耗千克/ m0.8
15直接成本元/ m3582
第十章 工程質量管理規定
為保證掘進期間工程質量，在施工過程中要做到以下幾點：
1、工程質量必須符合山西焦煤質量標準化管理規定并達到優良品。
2、隊組要建立以隊長為組長的質量標準化管理小組。
3、隊組必須建立并不斷完善工程質量驗收制度和考核辦法。
4、驗收員必須是責任心強、有經驗的老工人擔任，每班嚴把質量關。
5、隊組要定期向職工貫徹質量標準化相關知識，促進職工正規操作。
第十一章 煤質管理
一、為保證掘進期間煤質管理，在施工中要做到以下幾點：
1、施工前要認真組織職工學習作業規程，讓每個職工掌握提高煤質的工藝過程和方法。
2、掘進時必須安排專人揀矸。
3、副隊長同時兼安全員、煤質員，對班組煤質負有直接管理責任。
4、按煤層底板掘進，嚴禁隨意破頂、底板。
5、嚴禁煤矸混裝，出煤時專職揀矸工將直徑大于20cm的矸石及雜物揀出。
6、加強頂板管理，防止漏頂、冒頂。
7、嚴格執行礦煤質管理有關規定。
二、其它方面嚴格執行《霍州煤電集團煤炭質量破壞處罰條例》中各項規定。
第十二章 安全技術措施
第一節 分工藝安全技術措施
一、鉆眼安全技術措施：
1、打眼前，必須堅持敲幫問頂，處理活矸、浮石，打眼工要檢查風水管路是否完好，管路連接是否牢固，鉆桿、鉆頭是否配套，并嚴格按標記施工，眼距誤差不超過50mm，深度誤差不超過100mm。
2、打眼時，鉆頭必須落在實巖上，不要用力過猛或橫向加壓，以防斷釬傷人，嚴禁騎鉆打眼，嚴禁在炮眼殘底繼續加深。
3、兩臺或兩臺以上同時作業時，嚴格執行定人、定鉆、定眼、定責、定位，保證“準、平、直、齊”。
4、停水后應立即停止打眼工作，嚴禁干打眼。
二、綜掘機操作安全技術措施：
1、必須堅持使用綜掘機上所有的安全閉鎖和保護裝置，不得擅自改動或甩掉不用，不能隨意調整液壓系統、霧化系統各部的壓力。
2、綜掘機必須裝有只準以專用工具開、閉的電氣控制開關，專用工具必須由專職司機保管，司機離開操作臺時，必須斷開綜掘機上的電源開關，并卸下專用工具進行保管。
3、在綜掘機操作另一側，必須裝有能緊急停止運轉的緊急停止按鈕。
4、綜掘機必須裝有前照明燈和尾燈。
5、開動綜掘機前必須發出警報，只有在鏟板前方及兩側附近無人時，方可開動綜掘機。
6、綜掘機作業時，應使用內、外噴霧裝置。內噴霧裝置的使用水壓不得小于3Mpa，外噴霧裝置的使用水壓不得小于1.5Mpa。如果內噴霧裝置的使用水壓小于3Mpa或無內噴霧裝置，則必須使用外噴霧裝置，并必須使用除塵風機，不開除塵風機不得割煤。
7、檢修綜掘機時，嚴禁其他人員在截割頭和轉載皮帶下方停留或作業。
8、司機必須配備正、副兩名，并持證上崗，正司機負責操作，副司機負責監護。司機必須集中精力，不得擅自離開工作崗位，不許委托他人操作。
9、截割頭變速時，應首先切斷截割電機電源。當其轉速幾乎為零時，方可進行變速，嚴禁在高速旋轉時變速。
10、綜掘機前進時將鏟板落下，后退時將鏟板抬起，發現有冒頂預兆或危及人員安全時，應立即停機，切斷電源，撤出人員。
11、司機開機操作順序為液壓泵→膠帶輸送機→刮板輸送機→截割部。
12、根據不同性質的煤(巖)確定最佳的截割方式。截割半煤巖時，應在煤巖結合處開始進刀，按先軟后硬的程序。
13、割煤時截割頭應沿煤層層理方向移動，不應橫切層理，頂板或兩幫破碎時應采取預留割煤的方法。
14、嚴禁帶負荷啟動截割頭。割煤時推進速度不宜太快，嚴禁超負荷運轉。
15、截割頭在最低位置時，嚴禁將鏟板抬起，截割部與鏟板間距不得小于300mm，嚴禁截割頭與鏟板相碰。截割為時，應防止截齒觸碰網和錨桿。
16、割煤時要及時掃底和清理機體兩側的浮煤，掃底時應一刀壓一刀，以免出現硬坎，防止履帶前進時越墊越高。
17、煤巖塊度超過機器龍門的寬度和高度時，必須先行破碎后方可運裝，人力破碎時必須先停機并閉鎖再破碎。
18、當油缸行至終止時，應立即放開手柄，避免溢流閥長時溢流，造成系統發熱。
19、割煤時，不準使截割臂處于左右極限位置。
20、風量不足，除塵設施不齊全不準作業。截割電機長期工作后，不要立即關閉冷卻水，應等電機冷卻后再關閉水路。
21、按規定操作順序停機后，應將綜掘機退至離工作面6米以外，并將鏟板截割頭落地，并用護罩覆蓋嶻割頭并閉鎖，關閉冷卻水水門，吊掛好電纜和水管。
22、司機離開工作崗位時，必須把操作手柄打到零位，切斷電源。
三、出渣安全技術措施：
1、皮帶要鋪設要平、直、穩固,各種保護設施、信號裝置、機頭消防器材、上下托輥必須齊全有效。
2、皮帶機頭、機尾必須固定牢固，機頭采用八根φ20 mm×2000mm左紋螺旋鋼高強錨桿固定，機尾采用四根φ20 mm×2000mm左紋螺旋鋼高強錨桿固定。
3、皮帶機頭、機尾必須經常清理，保持干凈、整潔。
4、皮帶司機必須經過培訓，持證上崗，開機前要先發出開機信號仔細巡回檢查確認無問題后，待回信號后點動皮帶，無異常情況后方可開機運行。
5、清理、維護皮帶機頭、機尾、滾筒上粘煤時，必須停機閉鎖開關及掛停電牌，否則嚴禁檢修和清理。
6、皮帶與皮帶順向搭接高度及長度都不得小于0.5m，垂直搭接長度不小于0.35m，高度不小于0.5m。
7、嚴禁在皮帶輸送機上乘人。
8、膠帶輸送機一旦有異常情況時要及時停機處理。
9、膠帶輸送機運行時，嚴禁人員跨越皮帶，經常過人處要安設行人過橋。
10、膠帶輸送機運行中，嚴禁用鐵鍬和其它工具清理皮帶和滾筒上的煤泥或用工具撥正跑偏的皮帶。
四、臨時支護工藝、工序及要求：
1、操作人員站在永久支護下，用不小于2.5米的長柄工具處理掉頂幫的活矸(煤)，并進行敲幫問頂，確保無問題后，人員站在永久錨桿支護下掛聯一片頂網，頂網聯好后，在緊靠迎頭“第一排”和“第三排”錨桿上安裝吊環，施工人員及時頂起網，前移前探梁鋼管，并用鋼管托起一根錨梁，前探梁上方及時用木板背實，板梁構頂采用“井”字形布置。按中線調整好錨梁位置，板梁與前探梁用木楔背緊。穿前探梁鋼管時，必須有專人監護頂板及兩幫，有異常情況立即停止作業，臨時支護完畢后，開始由外向里進行永久支護。
2、穿前探梁鋼管時，不少于5人，一人觀察頂板并協調指揮，兩人頂起網和錨梁，兩人穿前探梁鋼管。
3、加強頂板管理，發現頂板壓力大、離層、有響聲要立即停止作業，撤出工作面所有人員，待頂板穩定后，由外向里加強頂板支護。
4、施工頂錨桿時必須由外向里，由中間向兩邊施工，如前探梁處錨桿無法施工，可以先施工其它錨桿后，退出前探梁再打剩余錨桿。
5、當頂板凹凸不平、巷道開口20米范圍內無法使用前探梁時，必須使用不少于三根木點柱臨時支護;迎頭煤幫松軟時，根據現場情況使用木點柱及半圓木等臨時護幫。
五、永久支護安全技術措施：
1、打眼前必須對工作面進行敲幫問頂，處理掉一切不安全因素后方可作業。打眼時袖口要系緊，扶鉆桿人員不得帶手套作業。
2、打眼前，要檢查風水管路是否完好，管路連接是否牢固，鉆桿、鉆頭是否配套。
3、打眼時，鉆頭必須落在實體上，不要用力過猛或橫向加壓，以防斷釬傷人，嚴禁騎鉆打眼。
4、停水或水小時，應立即停止工作，嚴禁干打眼。
5、工作面打完眼后，將工具、風、水管等撤至規定的安全存放地點碼放整齊。
6、打眼時必須做到“平、直、齊”。
7、施工時應掌握錨桿間、排距;錨桿必須垂直于頂板，偏差角度不大于15°，錨桿外露20-50mm。杜絕失效、穿皮錨桿。
六、延長皮帶安全技術措施：
1、延長皮帶前，應將機尾前后左右的浮煤清理干凈，且閉鎖皮帶開關并掛停電牌。
2、延長皮帶時，安排專人與機頭進行信號聯系，聽到回信號后，方可拉機尾。
3、拉機尾時，嚴禁人員站在機尾附近。發現異常情況立即停止作業進行處理。
4、機尾拉到位后，采用四根φ20 mm×2000mm高強錨桿和￠20mm的錨鏈將機尾固定牢固。
5、機尾延長后，要及時搭設皮帶架和三聯滾，且管銷必須齊全;皮帶架必須保證一條線、高低一致。
6、機尾固定好后，要及時安設機尾護罩。
第二節 特殊情況下安全技術措施
當巷道開口、工作面遇斷層、頂板破碎、淋頭水增大、過冒頂區、巷道貫通、大型設備及部件更換等特殊情況時，必須制定專項安全技術措施并執行以下規定：
一、巷道開口安全技術措施：
1、嚴格根據地測科給定的中腰線進行開口施工。
2、開工前，壓風、供水、供電、運輸、排水等系統必須提前完善。
3、開口前必須對開口附近20米范圍內的支護重新緊固。
4、巷道開口時必須按設計施工開口錨索。
二、過構造或頂板破碎時安全技術措施：
1、當工作面遇地質構造或頂板破碎等特殊情況時，必須制定專項安全技術措施。
2、過構造時采用小循環作業，循環進度0.8米，空頂距為1.2米。
3、過構造區域或頂板破碎時根據現場實際情況加強支護，錨索必須緊跟迎頭，前探梁及時使用。
4、需要放炮時，必須嚴格執行“一炮三檢”、“三人連鎖”等爆破相關規定。
5、過構造期間，安全員必須現場嚴把安全關，確認無問題后方可作業。
6、頂板監測儀器及時安裝，時時監控，發現問題及時處理。
三、淋頭水增大安全技術措施：
1、生產科及時下達通知單變更支護，保證安全。
2、排水設施齊全且緊跟工作面。
3、防護用品及時使用，保證職工利益。
4、水泵選型要合理，且必須有備用泵。
四、過冒頂區安全技術措施：
1、處理冒頂前，要把障礙物清理干凈，確保退路暢通。然后用2.5米以上長柄工具由外向里處理頂幫活矸，頂板處理好后，及時支設戴帽點柱臨時維護頂板，如果可以打錨桿時由外向里逐排補打。
2、處理冒頂區段，隊干、跟班副隊長(駐隊完全員)必須現場指揮，作業人員至少兩人，一人工作一人監視頂板，發現有頂板垮落、片幫預兆時，要將人員立即撤至安全地點。
3、冒落高度在1米以上時，構頂前先檢查瓦斯，嚴禁瓦斯超限作業。
4、過冒頂區時必須制定專項安全技術措施。
五、大型設備卸、裝、運安全技術措施：
1、拆卸：
⑴、設備組件應盡可能拆卸為最小單元，以便運輸。
⑵、拆卸時必須有隊干現場指揮，并由有經驗的老工人負責拆卸。
⑶、拆卸下來的小零件必須有專人保管，防止丟失。
2、運輸：
⑴、運輸過程中必須有跟班隊干指揮，保證人員安全，并不得損壞設備。
⑵、設備在裝車時要注意前、后、左、右均勻，不得偏重、超高，防止在運輸過程中由于偏重，造成礦車運行失穩、掉道。裝車后捆綁結實牢靠，并仔細進行檢查，運輸隊驗收，確保無問題后準予放行。
⑶、下放前安全科、運輸隊要對下放設備捆綁情況逐一復查，確保安全。到副井底再進行一次檢查，以后每到一個轉載點檢查一次。檢查所用調度絞車固定、剎車及其連接裝置是否完好，巷道是否暢通(保證軌道兩側各留600mm空隙)，軌道、鋼絲繩、鉤頭是否完好，軌道運輸線信號及擋車裝置是否暢通完好。
⑷、下放過程中，各個交叉口處都必須安排專人放設警戒。
⑸、下放時車速必須均勻慢速。
⑹、下放到位后，卸車人員要用導鏈、鋼絲繩等固定好部件以防松綁滑移傷人或損壞設備。
3、起吊：
⑴、起吊錨桿、錨索必須是另行施工的錨桿，嚴禁使用正式支護的錨桿、錨索起吊。
⑵、起吊過程中，要有專人對起吊工具、用具、起吊連接處、受力處進行嚴密監視，發現問題立即停止作業，隱患處理完畢后方可繼續。
⑶、起吊過程中，無關人員嚴禁靠近起吊設備，嚴禁在起吊設備周圍進行其它作業。
⑷、起吊時，必須確保人員站位安全，且嚴密監視重物起吊后的重力傾斜方向，確保人員安全。
⑸、重物起吊后，嚴禁人員將手或腳伸到重物下方，若要在重物下方進行其它作業時，必須先墊道木，防止重物突然掉落傷人。
⑹、起吊到位后，設備下放必須緩慢均勻，防止崩斷起吊鋼絲繩或設備受力不均勻滑移傷人。
第十三章 礦井五大災害預防措施及避災路線
第一節 礦井五大災害預防措施
一、防治瓦斯安全技術措施:
1、當工作面風流中瓦斯濃度達1%時，必須停止一切電器設備的使用;當達到1.5%時必須停止工作，撤出所有人員，切斷電源進行處理;當瓦斯濃度降到1%以下時，方可送電。
2、當工作面風流中CO2濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出所有人員，查明原因并報礦總工程師批準后進行處理。
3、由于臨時停電或其它原因，在恢復通風前，首先必須檢查瓦斯，確保停風區內瓦斯濃度不超過1%、CO2濃度不超過1.5%，且局扇及開關地點附近10m內風流中瓦斯濃度不超過0.5%時，方可人工開啟局扇，恢復通風。
4、工作面發現下列異常情況時，應立即停止作業，切斷電源，進行處理，險情嚴重時，立即組織人員按避災路線撤離：
⑴、工作面壓力增大，幫部外鼓、噴巖、煤粉時。
⑵、溫度異常，忽大忽小，空氣發冷發悶時。
⑶、工作面出現煤炮聲及瓦斯溢出聲時。
⑷、煤層結構發生變化，層理紊亂，由硬變軟，由濕變干時。
⑹、發現有突出預兆時。
5、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第二節及其它有關管理規定。
二、防治煤塵安全技術措施：
1、濕式打眼：在煤、巖層中鉆孔，應采取濕式鉆孔。在特殊情況下不能采用濕式打眼時，工作人員必須帶防塵口罩。
2、噴霧灑水：對工作面產塵點進行噴霧灑水，以捕獲浮塵和濕潤積塵。
3、通風除塵：控制合理的風速，稀釋和排除作業地點浮塵。
4、凈化風流：在巷道內設置水幕設備，減少浮塵。
5、需要放炮時，必須使用水炮泥封堵炮眼。
6、清除積塵：必須及時清理巷道內的浮煤，且每班安排專人沖洗巷道。
7、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第三節及其它有關管理規定。
三、防治頂板事故安全技術措施：
1、開工前，由安全員和班組長檢查迎頭頂、幫情況，確認無問題后方可施工。
2、嚴格執行敲幫問頂制度(工作面必須配備2.5米以上的長鎬、撬棍等敲幫問頂工具)，由兩名有經驗的老工人進行作業，其中一人看護頂板，一人手持長柄工具，由外向里進行處理。如有異常情況，立即停止作業，并將人員撤至安全地點。
3、嚴禁空頂作業，必須在正式支護或臨時支護下打眼。
4、當班驗收員認真驗收巷道施工質量，發現托板變形、缺少螺母、失效、穿皮錨桿時必須及時補打。
5、發現頂板壓力大、頂板離層、托板變形、錨梁斷裂、網包增多、聽見頂板有響聲等冒頂預兆時，要立即停止作業，撤出工作面所有人員，待壓力穩定后，由外向里進行頂板維護，且根據現場實際情況加密支護。
四、防滅火安全技術措施:
1、隔爆水袋距工作面的距離不得超過200m，并不得小于75m，至少安裝20排隔爆水袋，每排5個，排間距2.3m，棚區長度44m， 隨著工作面的推移及時移動。隔爆水袋安裝高度不小于2m，不影響運輸、行人。
2、井下使用的潤滑油、棉紗、布頭、紙等易燃物品必須放在蓋嚴的鐵桶內，不得亂扔。嚴禁將剩余的廢油潑灑在巷道或硐室內。
3、放炮時必須使用水炮泥。
4、嚴禁杜絕明火操作。
5、確保電器設備性能完好，電路敷設符合要求，避免產生電火花。
6、皮帶機頭和油脂庫內必須設消防器材和滅火設備。
7、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第五章及其它有關管理規定
五、防治水安全技術措施：
1、嚴格執行“預測預報，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原則。
2、巷道掘進前由隊長、書記組織本隊所有人員，技術員講課，學習工作面地質概況、透水征兆，熟知工作面情況和發生險情時的避災路線等防治水相關知識，并經考試合格后方可上崗。并適時組織一次防突水演習活動。
3、在掘進期間發生下列情況時應立即停止生產，向調度室匯報并組織人員撤離到安全地點：
⑴、掛紅，礦井水中含有鐵的氧化物，在它通過煤巖裂隙而滲透到采掘工作面煤巖體表面時，會呈現暗紅色水銹。
⑵、掛汗，積水區的水在自身壓力作用下，通過煤巖裂隙而在采掘工作面的煤巖壁上結成許多水珠。
⑶、水叫，含水層或積水區內的高壓水，向煤巖裂隙擠壓時，與兩壁摩擦會發出“嘶嘶” 的叫聲，這說明工作面距積水區或其它水源已經很近了。
⑷、空氣變冷，工作面接近積水區域時，空氣溫度會下降，煤壁發涼，人一旦進入工作面就有涼爽、陰冷的感覺。
⑸、出現霧氣，當采掘工作面氣溫較高時，從煤壁滲出的積水，會被蒸發而形成霧氣。
⑹、頂板淋水加大，頂板來壓，底板鼓起。
⑺、水色發渾，有臭味。
⑻、工作面有害氣體增加，積水區向外散發瓦斯，二氧化碳，硫化氫等有害氣體。
⑼、裂隙出現滲水等，如果出水清凈，則離積水區較遠;若渾濁，則離積水區已近。
⑽、礦壓加大，由于頂板受承壓水的影響，造成頂板壓力加大，往往發生冒頂，片幫事故。
4、巷道掘進時支護緊跟迎頭，以防發生透水事故后高壓水沖垮工作面。
5、定期清理各個水倉和排水溝內的淤泥，保證排水系統正常運行。
6、避災路線途中必須懸掛有醒目的避災路標，并保證安全撤離路線暢通無阻。
7、巷道內所有電纜及風筒必須按要求懸掛，不準有落地現象。
8、確保工作面通訊系統完好，以便及時與調度室、中部變電所、中央水泵房及相鄰工作面的聯系。
9、掘進期間應加強透水征兆的觀察，一旦發現異常情況應立即停止工作，及時處理。遇到險情時，在保證自身安全的情況下，應立即通知其他受水災威脅地點的作業人員按避災路線撤出。。
10、其它方面嚴格執行《煤礦安全規程》第六章第三節、第四節、第五節及其它有關管理規定。
第二節：避災路線：
1、工作面發生火災、瓦斯及煤塵事故時，佩戴好自救器，按以下路線撤離：
⑴發生火災、瓦斯及煤塵爆炸事故時避災路線：
+750膠帶大巷→+750水平皮帶巷機尾繞道→五聯巷→行人暗斜井→+910南大巷→東區強力機尾→+910行人巷→行人斜井→地面
⑵發生水災時避災路線：
+750膠帶大巷→+750水平皮帶巷機尾繞道→五聯巷→行人暗斜井→+910南大巷→東區強力機尾→+910行人巷→行人斜井→地面
2、避災路線圖見(附圖14)
