永久避难硐室作业规程
第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
本《作业规程》施工的巷道为下组煤永久避难硐室及联络巷
二、巷道用途
永久避难硐室用于下组煤采区发生煤与瓦斯突出事故、水、火、瓦斯、顶板、煤尘等突发性事故时的人员生存躲避用。联络巷用于施工永久避难硐室作业中的进风、行人、运料、出渣等用途。
三、巷道设计长度
设计长度：永久避难硐室全长69.6m，其中配电室3.3m、卫生间3.3m。联络巷全长21m（平距）
四、服务年限：永久避难硐室为永久服务巷道。
联络巷服务期限为3个月。
五、预计开竣工时间
本掘进工作面自2012年6月份开工，预计2012年9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。
井巷设计说明书由矿生产部编制、公司相关部室批准的巷道开工报告书。
二、地质说明书。
地质说明书名称为《下组煤永久避难硐室及联络巷掘进地质说明书》。
三、其它技术规范：
1、《煤矿安全规程》（2011版）
2、《煤矿作业规程编制指南》
3、依据煤矿法律、法规的有关规定
4、《平沟煤矿本安体系风险管理手册》
5、《煤矿工人安全技术操作规程指南》
6、《煤矿安全监察条例》
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 下组煤永久避难硐室及联络巷
地面标高/m 1249 井下标高/m +993.159—— +998.24
地面相对位置及建筑物 下组煤回风井往东52m处，地面无建筑物及设施。
井下相对位置对掘进巷道的影响 北为下组煤北部风道、南为下组煤轨道下山、南部风道及下组煤皮带下山、东为0116115运输车场、西为下组煤回风井，但对掘进无影响。
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14#煤层中、14#煤层属稳定的局部可采煤层，结构简单局部有分叉现象，厚度为0.47——1.24m。伪顶以砂质泥岩为主、层理较发育、厚0.43m，老顶为细砂岩厚3.5m、底板为黑灰色泥岩，含植化，厚1.42m。
表Ⅱ 煤层特征情况表
指标 数值 备注
煤层厚度/m 14#
0.47—1.24
煤层倾角（ °） 8°—10°
岩层硬度（f） <5
煤层层理 不发育
煤层节理 不发育
煤层自然发火倾向性 ——
绝对瓦斯涌出量（m3·min-1） 0.6
煤尘爆炸指数 ——
地温（℃） 15
瓦斯含量（m3·t-1） ——
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2°，倾角：8°—10°平均8.5°，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
巷道掘进区域内煤岩层顶、底板均不含水，水文地质条件简单，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、巷道布置
永久避难硐室施工前首先由0116115运输车场D号导线点前8.9m处以270°方位掘进联络巷，长度21m（平距），然后以161°37′′方位掘进避难硐室6m后再以340°方位掘进永久避难硐室16.7m与下组煤北部风巷贯通。
以北部风巷贯通点往南15m处以250°方位掘进避难硐室14.9m后以340°方位掘进避难硐室8.3m、再以161°37′′方位掘进22.2m与下组煤轨道下山贯通。
永久避难硐室与下组煤轨道下山贯通点往北分别14.4m、28.4处以250°方位掘进配电室、卫生间，掘进长度各3.3m。
二、巷道坡度
联络巷：A—B:坡度14°、长17m。B—C:坡度0°、长4m。
永久避难硐室：D—E:坡度-3‰°、长22.8m。F—G:坡度0°、长14.9m、H—I:坡度+3‰°、长30.49m。
配电室、卫生间坡度0°
三、巷道断面
（一）、设计依据
永久避难硐室断面根据我矿地质构造、围岩特性及需躲避人数由中煤科工集团南京设计研究院按躲避100人进行设计为半圆拱断面。
联络巷根据顶帮围岩特性及满足施工设备的安装为依据，设计为正方形断面。
（二）、断面规格
1、永久避难硐室（Ⅰ—Ⅰ断面）：掘进宽5400mm、掘进高4150mm、拱形半径2700mm、直墙高1450mm、掘进断面：19.27㎡。净宽5200mm、净高3790mm、拱形半径2600mm、直墙高1190mm、净断面13.57㎡。
2、配电室及卫生间（Ⅱ——Ⅱ断面）：掘进宽4000mm、掘进高3450mm、拱形半径2000mm、直墙高1450mm、掘进断面：12.08㎡.净宽3800mm、净高3500mm、拱形半径1900mm、直墙高1450mm、净断面11.12㎡。
3、联络巷：掘进宽3000mm、掘进高3000mm、掘进断面9㎡。净宽3000mm、净高2700mm、净断面8.1㎡。
第二节 矿压观测
一、观测对象
永久避难硐室
二、观测内容
巷道顶板离层量，巷道收敛量，顶板压力。
三、观测方法
1、永久避难硐室每个交叉点处安装一个顶板离层检测仪，安装时采用锚杆机打眼，孔径为Φ28mm、深8m，共布置4各测点。
2、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。顶板离层指示仪显示值减去初始值即为顶板离层量，分为深部与浅部，深部安装深度为8m，浅部安装深度为2.4m。
3、永久避难硐室内距交叉点2m处设置一组巷道收敛量观测站，分别观测顶锚杆的收敛量，共设置3个观测站。（附：收敛量观测方法图）
4、永久避难硐室交叉点处设置一组顶帮压力观测站，分别在巷道中心、两帮各安装一个锚杆液压枕，共设置3各观测站。
5、观测要求：2个星期内每天观测一次，2—4个星期每周观测2—3次，变形稳定后一周观测一次。
四、数据处理分析
严格按照规定要求进行观测、分析数据，并将观测数据填入观测记录表，每月上报生产技术部一份。
第三节 支护设计
一、支护方式
（一）、临时支护
永久避难硐室临时支护采用3根、联络巷采用2根直径50mm、长2600mm的钢管前端焊接400mm尖钎子，全长3000mm。安装时工作面顶板往下400mm处用风动凿岩机打孔径Φ=42mm、深400mm、眼距1500mm的三个钻孔，联络巷临时支护眼距2.6m。安装时将前探梁尖钎处插入眼内，一端穿进锚杆上安装的吊环内。临时支护上铺厚度为30mm、长2000mm/2800mm木板。
最小控顶距300mm，最大控顶距1100mm。
（二）、永久支护
永久避难硐室顶部采用锚杆+金属网+锚梁+锚索+锚索梁和喷射混凝土的联合支护形式进行永久支护。
巷帮采用帮锚杆+金属网+锚梁和喷射混凝土的联合支护形式进行永久支护。
联络巷顶部采用锚杆+钢筋网+锚索的支护形式进行永久支护。
巷帮采用锚杆+金属网+锚梁的支护形式进行永久支护。
二、支护参数设计
（一）、设计方法
根据锚杆挤压加固拱、悬吊作用设计锚杆支护参数
（二）、按挤压加固拱原理确定锚杆参数
b=L×tana-a/tana
式中：b——加固拱厚度m
L——锚杆有效长度m
a——锚杆在松散体中的控制角（45度）
a——锚杆的间距m
则： b=L×tana-a/tana=2.4×tan45°-0.8/tan45°=1.6m
根据计算确定加固拱厚度为1.6m。
（三）、按悬吊理论确定锚杆参数
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,0.15m
L2—锚杆锚入稳定岩层的深度，0.3m
其中： H=B/2f=5.4/2×5=0.54m。
式中：B——巷道开掘宽度，取5.4m
f——顶板岩石普氏系数，取5。
则：L=2×0.54+0.15+0.3=1.53
施工中锚杆选用L=2.5m，满足设计要求。
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 64KN
H—冒落拱高度，取0.54m
K—安全系数，取2
r—岩体容重
则 a=
a=1.7m
施工中锚杆间距取0.8m、排距取0.8m。
（四）、锚杆锚固剂的长度计算
根据锚固力应大于锚杆杆体极限载荷的原则，由锚杆杆体极限载荷和树脂药卷与围岩的粘结强度确定锚固段长度LO：
LO=Pm/2πRL
=（105×103）/（2×3.14×14×2×103）
=0.59m
式中：
Pm—设计锚固力，螺纹钢锚杆杆体极限载荷105KN；
R—锚孔半径，取R=14mm；
LO—锚固长度；
L—树脂药卷与钻孔壁的粘结度，取2MPa
施工中锚固长度取1.2m。即2卷锚固剂。
（五）、锚索长度的确定：
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0.43m
Lc—上托盘及锚具的厚度，取0.086m
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+0.43+0.086+0.3=2.1m
考虑煤层厚度变化，选用L=8m锚索。
（六）、按悬吊理论法计算锚索排距
L≤nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]
式中 L---锚索排距，m；
B---巷道最大冒落宽度，5.4m；
H---巷道最大冒落高度，2.5 m；
γ---岩体容重，21.58kN/m3
L1---锚杆排距, 0.8m,
F1---锚杆锚固力, 64kN;
F2---锚索极限承载力,320 kN;
θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,90°;
n---锚索排数,取1。
则： L≤nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]
L≤1×320/[5.4×2.5×21.58-（2×64×sin90)/0.8]
L≤1.56m
施工中锚索排距取1.6m,符合设计要求。
（七）、锚索锚固长度
按锚固剂与围岩的最小粘结力和锚索的破断载荷计算锚固段长度：
LO =Pm/2πRL
=（350×103）/（2×3.14×14×2×103）
=1.8m
式中：
Pm—设计锚固力，钢绞线锚索极限载荷320KN
R—锚孔半径，R=14mm
LO—锚固长度
L—树脂药卷与钻孔壁的粘结度，取2MPa
施工中锚固长度取2.4m即4卷锚固剂。
三、支护说明
1、永久避难硐室Ⅰ—Ⅰ断面顶部沿半圆拱径向方向垂直布置9根、Ⅱ—Ⅱ断面布置7根φ20mm×2500mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆、锚固端使用MSS2360、MSZ2360树脂锚固剂各一卷。Ⅰ—Ⅰ断面巷帮布置6根、Ⅱ—Ⅱ断面布置4根φ18mm×2000mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚固端使用MSS3540、MSZ3540树脂锚固剂各一卷。顶、帮铺设12#钢筋焊接的梯子梁，中孔间距800mm/750mm/950mm、外加180×180×10mm蝶形方板，全断面铺设φ4.0mm×0.9m×10m、网格30×30mm的菱形金属网，每排金属网搭接100mm、每隔200mm用14#铅丝进行扭结牢固。顶锚杆间、排距800mm×800mm、帮锚杆间距Ⅰ—Ⅰ断面750mm、Ⅱ—Ⅱ断面950mm，排距800mm。
2、巷道顶部顺巷施工两道锚索槽钢梁，槽钢为12#槽钢、L=1800mm、中孔间距1600mm，内加300×300×16mm铁方板，锚索使用Φ17.8mm,L=8000mm，，距巷中各1000mm、锚索间距2000mm、排距1600mm。
3、联络巷顶、帮采用φ18mm×1800mm圆钢锚杆，顶部铺设6#钢筋焊接成宽3000mm、长850mm、前端留50mm连接边、网格为70×70mm的钢筋网，铺网时用专用扳手将钢筋网与上一排网连接牢固。巷帮铺设φ4.0mm×0.9m×10m、网格30×30mm的菱形金属网，每排金属网搭接100mm、每隔200mm用14#铅丝进行扭结牢固，外加12#钢筋焊接而成的梯子梁及100×100×10mm铁方板，顶部锚杆间、排距850×800mm、巷帮锚杆间、排距1000×800mm。
4、锚索使用Φ17.8mm×8000mm钢绞线，布置形式为单点式、位于巷道中间位置，排距2400mm。
5、喷射混凝土使用425#普通硅酸盐水泥、粒径0.3—3mm中粗砂，含水率不大于7%，水为不含杂质的清水、速凝剂：85型，掺入量一般为水泥重量的2.5—4%，喷淋水区时可酎情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入，混凝土喷射厚度100mm。
附：巷道支护断面图 、平面布置图
第四节 支护工艺
一、临时支护安装工艺及要求
1、施工顺序：放炮后敲帮问顶——使用风动凿岩机打眼——安装吊环——穿前探梁——铺设木板
2、安装临时支护时必须先进行敲帮问顶，确认顶帮无危岩时方可安装临时支护。
3、临时支护安装牢固可靠，每次放炮前将临时支护拆卸后放在工作面爆破点以外，防止爆破损坏。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼：
（1）、按中、腰线检查巷道断面，不符合要求时先进行处理。
（2）、严格执行“敲帮问顶”制度，及时处理顶帮活石。
（3）、安装临时支护，并检查临时支护是否有效。
（4）、确定锚杆眼位，眼位误差不超过±100mm，角度不超过2度。
（5）、顶部锚杆采用MQT—130型风动锚杆机配合Φ=19mm六棱钻杆、Φ=28mm钻头打眼并安装锚杆，巷帮锚杆使用7655型风动凿岩机或煤电钻配合风钻杆或Φ=32mm麻花钻杆、Φ=42mm钻头打眼安装锚杆。
（6）、顶锚杆眼深度为2400mm、帮锚杆眼深度为1900mm，打眼时在钻杆上做好锚杆眼深标记。
（7）、联络巷顶、帮锚杆眼深度为1700mm。
2、安装锚杆：
（1）、先将孔内的煤岩粉冲洗干净。
（2）、将树脂药卷用锚杆慢慢推入眼底，开动锚杆机带动锚杆，边推动锚杆边搅拌药卷，搅拌工作连续进行，30s后停止搅拌。
（3）、5min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力不低于150N/m，锚固力为64KN即16MPa。
三、锚索安装工艺
1、先将孔内的煤岩粉冲洗干净。
2、利用锚索慢慢将药卷推入眼底，开动锚杆钻机带动锚索，边推动边搅拌药卷，搅拌工作连续进行，前半程慢速旋转，后半程快速旋转，30s后停止搅拌。
3、6分钟后，上锚索托盘、锁具，用锚索张拉机具紧固锚索，一人先托住千斤顶，千斤顶咬紧后，开始紧固，紧固锁具时锚索下方2.0m范围内不得有人员，并将千斤顶用8#铁丝与顶网连接。预紧力达到130KN即37MPa时锚固力达到要求即200KN。
4、卸下千斤顶时，一人用手托住，避免坠落。
5、锚索眼深度为7700mm、打锚索时在钻杆上做好标记。
四、喷射混凝土工艺要求：
（一）、砂浆配比要求：
水泥：砂=1:2，砂浆标号不低于75#，水灰比为0.45。
(二）、喷射混凝准备工作：
1、检查喷射面是否有灰尘及吊挂物体等，喷射前必须用高压风水冲洗受喷面。
2、清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不地漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。
3、检查喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好摩擦板，不得出现漏风现象。
4、喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
（三）、喷射混凝土
1、喷射顺序为先墙后顶，从墙基开始自下而上进行，喷枪头与受喷面应尽量保持垂直，喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8-1.0m为宜,人工拌料时采用潮拌料，水泥、沙子和石子应清底并翻拌3遍，使其混合均匀。
2、喷射时，喷浆机的供风压力为0.4Mpa，水压应比风压高0.1Mpa左右，加水量凭射手的经验加以控制，最合适的水灰比是0.4-0.5之间，喷射过程中应根据出料量的变化及时调整给水量，保证水灰比正确，要使喷射的湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度50mm并要及时复喷，复喷间隔时间不得超过2h，否则用高压水重新冲洗受喷面，最终喷射厚度达到100mm。
3、喷射工作
①、喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧胶带，以便收集回弹料，回弹料不得超过15%，若喷射地点有少量淋水时，可以适当增加速凝剂掺入量，若出水点比较集中时，可设好排水管，然后再喷浆。喷射工作结束后，喷层必须连续洒水养护28d以上，7d以内每班洒水一次，7d以后每天洒水一次，喷射完毕应立即收集回弹料并将当班拌料用净。
②、当班喷射工作结束后，必须卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部所有灰浆和材料，喷射混凝土回弹率不得超过10%，回弹料要及时收集，可掺入料中继续使用，但掺入量不超过30%。开机时必须先给水、后开风、再开机、最后上料；停机时要先停料、后停机、再关水、最后停风，喷射工作开始后严禁将喷射枪头对准人员，喷射中突然发生堵塞故障时，喷射手应紧握喷头并将喷口朝下，并且停风后处理。
（四）、喷射质量
喷射前必须清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂缝、无穿裙、喷射厚符合巷道净宽要求。
五、质量标准验收表
表Ⅰ：锚网、喷质量标准验收表（永久避难硐室）
序号 项目 设计尺寸、数量 允许偏差
合格mm 优良mm
1 Ⅰ—Ⅰ断面 巷道净宽/mm 5200 0 — +200 设计值
Ⅰ—Ⅰ断面 巷道净高/mm 3790 0 — +200 设计值
2 Ⅱ—Ⅱ断面 巷道净宽/mm 3800 0 — +100 设计值
Ⅱ—Ⅱ断面 巷道净高/mm 3500 0 — +100 设计值
3 顶锚杆间、排距/mm 800×800 ±100 设计值
4 帮锚杆间、排距/mm 750/950×800 ±100 设计值
5 锚杆外露长度/mm ＜50 ＜50 设计值
6 锚杆预紧力/N.m 150 符合设计
7 锚杆锚固力/KN 64 符合设计
8 锚杆角度/(°) 垂直径向方向 ±2°
9 锚杆孔深度mm 2400 0 —+50
10 锚索锚固力/KN 130 符合设计
11 锚索外露长度mm ＜300 符合设计
12 锚索间排距mm 2000×1600 -100 — +100
13 锚索孔深度mm 7700 0 —+200
14 网接茬、连接/mm 100、200 符合设计
15 混凝土厚度/mm 100 达到设计值
表面平整度/mm ≤10 达到设计值
喷射质量 无裂隙 达到设计要求
表Ⅱ：锚网支护质量标准验收表（联络巷）
序号 项目 设计尺寸、数量 允许偏差
合格mm 优良mm
1 巷道净宽/mm 3000 0 — +200 设计值
巷道净高/mm 2700 0 — +200 设计值
2 顶锚杆间、排距/mm 850×800 ±100 设计值
3 帮锚杆间、排距/mm 1000×800 ±100 设计值
4 锚杆外露长度/mm ＜50 ＜50 设计值
5 锚杆预紧力/N.m 150 符合设计
6 锚杆锚固力/KN 64 符合设计
7 锚杆角度/(°) 75 ±2°
8 锚杆孔深度mm 1700 0 —+50
9 锚索预紧力/KN 130 符合设计
10 锚索外露长度mm ＜300 符合设计
11 锚索排距mm 2400 -100 — +100
12 锚索孔深度mm 7700 0 —+200
13 网接茬、连接/mm 50、70 符合设计
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
1、施工前由地测科标定巷道中、腰线，掘进中严格按中腰线施工作业。
2、永久避难硐室及联络巷采用钻眼爆破、耙斗装岩机出渣。
3、永久避难硐室喷浆支护待掘进完毕后开始喷浆。
4、施工顺序：工作面安全检查（顶帮支护、通风、瓦斯浓度、机电设备）——准备工具、设备及支护材料——打眼爆破（下分层）——打眼爆破（上分层）——临时支护——永久支护——出渣——施工巷帮锚杆。
5、联络巷开口处及永久避难硐室与北部风巷、下组煤轨道下山贯通点处采用Φ17.8mm、L=8000mm锚索对开口、贯通处加强支护，锚索采用单点式布置、锚索间、排距2000mm×2400mm。
6、联络巷开口处扩帮时随巷道断面的增大、每排增加锚杆、锚杆间距0.8m、排距0.8m。
7、防护密闭门安装点掘进时将掏槽深度掘出，掏槽形状为楔形，一端深400mm、一端深200mm、第一道防护门掏槽宽800mm、第二道防护门掏槽宽300mm。
8、硐室交叉点处采用单点式锚索加强支护，确保更好的控制顶板围岩。
9、永久避难硐室距北部风巷贯通点3m时将半圆拱断面改为矩形断面：掘进宽3000mm、掘进高2800mm、掘进断面：8.4㎡。净宽2100mm、净高2350mm、净断面：4.94㎡。（附：支护断面图）
10、联络巷距永久避难硐室4m时，以800mm排距每排挑顶0.23m共计5排达到避难硐室设计高度4.15m，然后向西以0°坡掘进5.4m后风别向南、北方向以矩形断面改为半圆拱断面掘进永久避难硐室。（附：变断面图及施工顺序图）
11、开口爆破前必须用胶带、木板将0116115运输车场内的电缆、开关、水管进行保护。
附：联络巷开口处施工大样图
第二节落煤（岩）方式
1、施工中使用7655型风动凿岩机打眼爆破进行落煤（岩）。
2、降尘方法：湿式打眼、水炮泥装炮、放炮喷雾、装煤过程中开放水幕的方法降尘。
第三节 爆破作业
一、爆破器材
使用3级矿用粉状乳化炸药，毫秒延期电雷管，放炮器起爆。
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。
三、起爆方式
爆破网络采用分组串联一次起爆的方式爆破。
四、爆破参数设计
Ⅰ—Ⅰ断面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=1.5kg/m3
S-巷道断面积m2，19.27m2
L-炮眼平均深度，m，取0.9米
n-炮眼利用率，取0.89 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=0.2m;
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0.15kg
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=1.5×19.27×0.9×0.89=23.15(kg)
N=(1.5×19.27×0.2×0.89)/(0.5×0.15)=68(个)
实际炮眼数量取岩巷掘进51个
Ⅱ—Ⅱ断面炮眼数目及装药量的确定
Q=qSLn=1.5×12.08×0.9×0.89=14.5
N=q×S×m×n/（x×P）
=1.5×12.08×0.2×0.89/0.5×0.15=43（个）
实际炮眼数量取42个
联络巷炮眼数目及装药量的确定
Q=qSLn=1.5×9×0.9×0.89=11
N=q×S×m×n/（x×P）
=1.5×9×0.2×0.89/0.5×0.15=32（个）
实际炮眼数量取38
附：炮眼布置图及爆破参数表
第四节 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
耙斗机 P—30B 1台 永久避难硐室 地锚牵引绳 装岩
U型矿车 1T 出渣、运料
架子车 1.5T 运料
绞车 JYB(S)40×1.25-55kw 1台 011615运输车场 地锚
二、装运方式及要求
1.开口时采用人工装矿车出渣，开口掘进6m后安装耙斗装岩机装岩至矿车出渣。
2.011615运输车场内安装55KW绞车提升矿车至车场，人工推车至车场片口后由轨道下山2.5m绞车提升煤矸。
3.人力推车时一次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距不得小于10m，坡度大于7‰时严禁推车。
4.推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、发现前方有人或有障碍物，接近道岔、弯道时推车人必须及时发出警号。
5.装煤（岩）过程中，发现残爆雷管和炸药应立即捡出，并交班组长或放炮员，不得随意乱放，以免造成爆炸事故。
6.工作面固定耙斗机尾轮的固定楔，楔眼应高于岩堆800—1000mm，并略向下倾斜3°-10°，眼孔深度为800mm，固定铁楔长600-800mm。打完楔眼后，先将绳套插入孔内，再用大锤将铁硾打紧打牢。
7.耙斗机固定时，除用4个卡轨器固定牢固外，还应在耙斗机前（后）方两侧各设一根锚固绳，（锚固绳直径为15.5mm），锚固绳系在枕木上用绳卡固定牢固。
8.耙斗机装岩槽上方两侧必须安装封闭式金属挡绳和防耙斗出槽的护栏。拐弯巷道耙装时必须使用可靠地双向辅助导向轮，清理好机道，并有专人指挥。
9.耙装作业时，甲烷传感器必须安设在耙斗机作业段上方。
10.在装岩前，必须将机身和尾轮固定牢固，严禁在耙斗机运行范围内进行其他工作和行人。
11.耙装作业开始前，必须认真检查绞车的刹车装置，确保完整可靠。
12.耙斗机距工作面最大距离为25m，最小距离为6m。
13.移动耙斗机时由55KW绞车提升下方耙斗机，提升速度要慢，并且工作面耙斗机前方严禁站人。
14.联络巷开口处及耙斗机前方、联络巷落平点安装挡车器，施工中必须正常打开挡车器使用。
三、钢丝绳及绞车选型设计：
（一）、绞车固定方式
绞车安装在0116115运输车场D号导线点往东29m处，采用Φ=18mm、L=1000mm圆钢锚杆固定，并用Φ=12.5mm 钢丝绳牵引。
（二）、钢丝绳的选型
1、钢丝绳单位长度近似质量计算：
Pk=K1d2/100
Pk=0.38×462/100=1.8kg/m
式中 Pk——钢丝绳单位长度的近似质量，kg/m；
d——钢丝绳的公称直径，mm；
K1——钢丝绳单位长度的质量系数，kg/m.mm2。
2、钢丝绳最小破断拉力的计算：
F0=K2d2R0
式中：F0—钢丝绳最小破断拉力N
R0—钢丝绳公称抗拉强度1670MPa
K2—钢丝绳最小破断拉力系数
d2—钢丝绳公称直径
F0=K2d2R0=0.33×462×1670=254608N
3、钢丝绳所承受的最大静拉力计算
Fmax=[Qd(sinα+f1cosα)+N1 PkHC(sinα+f2cosα)]g
=[19600×0.26+518]9.8
=55017N
式中：Qd—绳端重量 N
a—巷道坡度 14°
f1—矿车运行阻力系数 0.015
f2—钢丝绳阻力系数 0.25
N1—提升钢丝绳根数
Hc—提升长度 100m
Fmax——钢丝绳所承受的最大静拉力，N
g—重力加速度9.8
通过计算，钢丝绳承受55017N拉力时可选用6×19S.21.5mm钢丝绳，单位近似量1.8Kg/m,钢丝绳公称抗拉强度为1670MPa时最小破断拉力254kN，最小钢丝破断拉力总和为308KN。
4、钢丝绳安全系数验算：
m=N1K3F0/[Qd（sina+f1cosa)+N1PKHC(sina+f2cos)]g
=6×1.21×254608/[19600×0.26+518]9.8
=33
式中：g—重力加速度，取9.8m/s2
K3—钢丝与钢丝绳最小破断力换算系数
则：m≥ma 故选择6*19S—21.5mm钢丝绳是符合要求的。
（三）、绞车选型计算
1、绞车牵引力计算
F=（G0+G1)(sina+f1cosa)+PKHC(sina+f2cos)
=（600+2000）（0.24+0.015）9.8+1.8×100×(0.24×0.24)9.8
=6599N
式中：G0—矿车自重 Kg
G1—载重 Kg
通过计算绞车提放煤矸所需牵引力4601约4.6KN，其次该绞车还需提放设备，根据我矿实际情况，选用JYBS40-55KW绞车，牵引力40KN，满足设计需求。
2、绞车提放车数量计算
N=F/（G0+G1)(sina+f1cosa)g+PKHC(sina+f2cos)g
=40000/6599
=6
通过计算该绞车在提放煤矸时提放车数量为6车，根据实际施工地点情况，确定该绞车一次提放车数量为3车。
第五节 管线及轨道敷设
一、风、水管路布置要求
1、联络巷风、水管路布置在巷道南帮，永久避难硐室管路布置在巷道东帮，风管距底板1.2m、水管距底板0.8m，每隔2m安装一组托架，托架采用5×5角钢和圆钢制作。
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30m设置一组三通阀门。
二、电缆布置要求
1、联络巷电缆布置在巷道北帮、永久避难硐室电缆布置在西帮，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800mm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、高压电缆与低压电缆之间距离不小于100mm。
5、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、工作面风筒布置在巷道东帮，距底板3m，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。
四、轨道铺设要求
工作面铺设30Kg/m钢轨，轨枕规格为1200mm×180mm×150mm的木枕木，中间轨轨枕间距700mm、接头轨枕间距480mm，过度轨间距610mm，轨道铺设水平50m内高度不超过50mm，规距600mm允许偏差直线段+5mm、-2mm，曲线段加宽后+5mm、-2mm，轨缝接头间隙不大于5mm，高低和左右错差不大于2mm，接头应采用悬接，直线段应对接，相对错差不大于50mm，曲线段应错接，相对错差不大于2mm，道钉齐全，紧固有效。
第六节 设备及工具配备
设备及工具配备情况
设备名称 型号 数量 用途 备注
局 扇 FBD-2×15 2台 通风 一台工作，一台备用
风动锚杆机 MQT——130/3.3 2台 打锚杆、锚索
煤电钻 ZMS——1.2 1台 打眼
凿岩机 7655型 2台 打眼
组合钻杆 B19 打锚杆眼
喷浆机 台 喷射混凝土
麻花钻杆 Φ38mm 打眼
金刚石钻头 Φ28mm 打锚杆眼
煤钻头 Φ42mm 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、通风方式及风机安设位置
1、通风方式：采用压入式通风。
2、风机安设位置：局部通风机安设在0116115运输车场新鲜风流中
二、通风系统
新风：地面→1#2#副井→1070大巷→下组煤石门→下组煤轨道下山→0116115运输车场局部通风机及风筒→工作面。
污风：1、未与北部风巷贯通时
工作面→0116115运输车场→0116115运输顺槽→0116115切眼→0116115回风顺槽→回风联络巷→北部风巷→回风井→地面
2、永久避难硐室与北部风巷贯通后
工作面→北部风巷→回风井→地面
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=100×0.6×2=120m3/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=4×25=100m3/min
Q——掘进工作面实际需要风量
N——工作面同时工作的最多人数
4——每人每分钟应供给的最低风量m3/min
3、按炸药使用量计算
Q掘=25A=25×9.6=240m3/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、按局部通风机实际吸风量计算：FBD- N056（2×15kw)
Q=Q局×I=355×1=355m3/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、按风速验算：
根据上述计算结果，选取最大风量Q=355m3/min作为验算依据。
①、按最小风速验算：
Q掘=15S=15×19.27=289m3 ＜355m3/min
②、按最高风速验算:
Q掘=240S=240×19.27=4624m3/min＞355m3/min
③、按有害气体浓度不超过1%验算
P瓦/Q掘≤1%
即：0.6m3/min÷355m3/min=0.002≤1%
符合《煤矿安全规程》规定。
四、局部通风机选型
根据上述风量计算，工作面需要风量355m3/min，百米漏风率按2%计算，设计通风距离130m，则局部通风机供风量应满足设计要求。故选用FBD- N056（2×15kw)局部通风机，配φ800mm胶质阻燃风筒向工作面供风，另配1台（2×15KW）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10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下组煤轨道下山压风自救管接出。
1、压风系统：地面压风房→主井→主井联络巷→1070大巷→中组煤石门→中、下组煤联络巷→下组煤轨道下山→0116115运输车场→工作面。
2、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：地面高位水池→主井→1070大巷→中组煤石门→中下组煤联络巷→下组煤轨道下山→0116115运输车场→工作面。
1、工作面耙斗机装载点安设一道喷雾，距回风口10处安设一道喷雾。
2、工作面放炮后对进行洒水降尘。
3、各喷雾安装点必须安设一个三通阀门。
4、喷雾水压不小于4Mpa。
附：防尘洒水系统图
第四节 防灭火
防灭火供水系统：地面高位水池→主井→1070大巷→中组煤石门→中下组煤联络巷→下组煤轨道下山→0116115运输车场→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
（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）、掘进过程中，留浮煤不准超过规定。通风队打防火密闭时要留观察孔，并建立密闭管理台涨。定期观察CH4、CO、CO2、水温、气温变化，发现异常，及时汇报总工程师，并采取有效的措施进行处理。
2、防止电器设备着火管理制度
（1）、巷道内电器设备实现“三无”杜绝失爆。
（2）、电器开关处放置两瓶干粉灭火器，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。
3、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
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
1、队长、技术员下井时，必须携带便携式甲烷报警仪，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、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。
二、甲烷传感器的配备和使用
1、工作面甲烷传感器必须安设在距工作面不大于5m的巷道内，距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm，吊挂在风筒的另一侧，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为小于1.0%CH4。断电范围为巷道内全部非本质安全型电器设备。
2、回风口甲烷传感器安设在距回风口10——15m处，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.0%CH4，复电浓度为小于1.0%CH4。断电范围为巷道内全部非本质安全型电器设备。
附：监测通讯系统图
第六节 供 电
工作面动力电源引自下组煤变电所613（6000V）BGP—6AK（A—10—16）高压开关，接自下组煤轨道下山KSGZY—500/6移变至工作面KBZ—400馈电开关向工作面供电。
附：供电系统图与供电设计。
第七节 排 水
根据地质资料显示，工作面顶、底板及煤层中均不含水，但为排出工作面生产用水，故在工作面设置风动水泵排出工作面积水。
排水系统：
工作面→011615运输车场→下组煤轨道下山→下组煤水仓（水仓内安设DF155—67×6型水泵）→下组煤轨道上山排水管路→中组煤石门→中央水仓（水仓内安装有D200—43×7型水泵）→地面。
第八节 运 输
一、运煤系统
工作面→0116115运输车场→下组煤轨道上山→下组煤石门→1070大巷→1#副井→地面。
二、运料系统
地面装料后由2.5m绞车提放至井底车场，然后由电机车拉运至下组煤石门后由下组煤2.5m绞车向工作面提放物料。
地面→1号付井→井底车场→1070大巷→下组煤石门→下组煤轨道下山→0116115运输车场→工作面
附：运输系统图
第九节 通讯和信号
一、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下组煤轨道下山移动变电站内，随硐室掘进前移电话，确保电话距工作面距离不超过30m。
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。
二、信号
工作面耙斗装载机、绞车安装双向声光语音信号。信号规定：一停、二开。
第六章 劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
作业方式：采用“三八”工作制，早班维护与生产交替作业，中班与夜班只生产。
劳 动 组 织 表
在册人数 备注
甲 乙 丙 合计
班 长 1 1 1 3
绞车司机 1 1 1 3
打 眼 工 2 2 2 6
放 炮 工 1 1 1 3
耙斗机司机 1 1 1 3
支护及运料工 3 3 3 9
喷浆工 1 1 1 3
拌料工 2 2 2 6
机 工 3 3
电 工 3 1 1 5
下 料 工 4 4
队 长 1 1
书 记 1 1
带班副队长 1 1 1 3
机电副队 1 1
技 术 员 2 2
验收员 1 1 1 3
合 计 29 15 15 59
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，充分利用时间，提高工时利用率，每个工作日分为甲、乙、丙三个班，联络巷、配电室、卫生间每班1个循环，循环进度0.8米，日进米2.4米；共29.6米，13天完成。永久避难硐室每2班1个循环，循环进度0.8m，日进米1.2米,月进米30米。
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
项 目 单位 计划 备注
Ⅰ—Ⅰ断面 掘进断面 m2 19.27
净断面 m2 16.8
Ⅱ—Ⅱ断面 掘进断面 m2 12.08
净断面 m2 11.12
联络巷 掘进断面 m2 9
净断面 m2 8.1
循环进度 m 0.8
循环个数 个 1 永久避难硐室2班1循环。
日进米 m 2.4 永久避难硐室1.2m。
月进米 m 30 联络巷、配电室、卫生间需13天
日出勤定员 人 59
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 11.25
锚 杆 Φ18×2000 根 7.5
锚 杆 Φ18×1800 根 12.5
锚杆托板 180×180×10蝶形 个 11.25
锚杆托板 100×100×10蝶形 个 7.5
锚杆锚固剂 MSM2360/MSZ2360 支 30
金属网 Φ4×900×10000 ㎡ 12.8
锚梁 L=4200 架 4
锚梁 L=1800 架 4
锚索 Φ17.8×8000 根 1.25
锚索托板 300×300×16 个 1.25
槽钢 L=1800mm、12#槽钢 根 0.63 中孔间距1.6m
锚索锚固剂 MSM2360/MSZ2360 支 5
钢筋网 3m×0.85m ㎡ 3.19
第七章 安全技术措施
第一节 一 通 三 防
一、通风管理
1、工作面局部通风机安设位置符合要求，局部通风机及其开关距回风口不小于10m，局部通风机装置齐全，并安设消音器。
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、瓦斯电闭锁”，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10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、局部通风机必须保证正常运转，任何人不得随意停开局部通风机。
7、因检修或其他原因需要停电时，停电单位必须提前编制安全技术措施，并经矿调度及矿总工程师组织相关单位会审后，方可实施。
8、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，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%或二氧化碳不超过1.5%，而且局部通风机及其开关附近10米范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。
9、停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过1.0%时,瓦斯检查工立即汇报矿调度室和矿总工程师,通风队必须编制安全排放措施,报矿总工程师批准后按措施规定处理。
10、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。
11、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。
12、风筒出口距工作面不大于5m，且迎头必须有两节备用风筒。
13、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。
14、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，方可人工手动复电。
15、通风队必须安排瓦斯检查工对工作面设点检查，每班检查、
汇报次数不少于三次，发现问题要及时汇报，并采取处理措施。
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、放炮后开启回风流中喷雾，并对工作面洒水降尘。
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、放炮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，预紧力达到150N/m,锚固力达到64KN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、锚索预紧力达到130KN即37MPa，间距、排距符合规程设计要求，不符合要求是必须重新补打锚索。
7、金属网铺设平、紧，并且每隔200mm用14#铅丝进行扭结，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、顶板及巷帮煤体松软时，必须采用人工刨煤，避免放炮对顶板的破坏。
10、工作面出现网包时，严禁拆开网包放渣。
11、交叉点处必须采用锚索加强支护，安装锚杆液压枕及顶板离层检测仪，随时观察顶板变化。
13、工作面支护掘进后，经矿压观测顶板压力变化较明显区域，必须及时采取锚索加强支护。
第三节 防 治 水
1、掘进中加强水文地质观测，严格遵循防治水原则。
2、掘进中，当工作面或其他地点发现有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发挥、有臭味等透水征兆时，应立即停止作业，报告矿调度室，并发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
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、工作面爆破时班组长、副队长必须指派专人在距爆破点100米以外安全地点设警戒岗，警戒地点如下：
（1）、0116115运输顺槽。
（2）、0116115运输顺槽车场片口东、西各75m处。
（3）、行人斜巷联络巷、0116118车场内安全地点。
10、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。
11、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。
12、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。
13、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。
14、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。
15、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。
16、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。
17、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，且放炮员再后。
第五节 机 电 管 理
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、使用绞车时的注意事项
①、绞车司机必须经过专业技术培训，考试合格后持证上岗。
②、巷道内必须安装阻车器，并正常使用。
③、绞车安装牢固、钢丝绳无锈蚀、无断丝，钢丝绳直径符合设计要求。
④、绞车信号灵敏可靠、提放车时必须发出信号。
⑤、提放车时，严格执行“行人不行车”“行车不行人”的规定
⑥、绞车必须安装与提放车辆长度相等的保险绳，保险绳直径为15.5mm并用绳卡将绳头固定牢固。
⑦、提放车时严禁超挂车辆。
⑧、挂钩工认真检查矿车、销子、三环链是否完好，发现问题及时处理严禁挂车。
⑨、联络巷落平点挂钩时必须使用挡车器，确保挂钩时的安全。
2、使用耙斗机时注意事项
（1）、使用前必须用大链在顶板与耙斗机箱体间安设好挡绳栏。
（2）、操作耙斗机时，耙斗主、尾绳牵引速度要均匀，以免钢丝绳摆动跳出滚筒或被滑轮卡住。
（3）、遇有大块岩石或耙斗受阻时，不可强行牵引耙斗，应将耙斗退回1—2米重新耙取，以防断绳或烧毁电机。
（4）、不准在过度槽上存矸，以防矸石被耙斗挤出或被钢丝绳甩出伤人。
（5）、当耙斗出绳方向或耙装的夹角过大时，司机应在出绳的相对侧操作，以防耙斗窜出溜槽伤人。耙岩时，耙斗和钢丝绳两侧不准有人工作和停留。
（6）、在拐弯巷道耙装时，若司机看不到迎头情况，应派专人站在安全地点指挥。
（7）、耙斗机使用过程中发生故障时必须停车，切断电源后进行处理。
（8）、在耙装过程中，司机应时刻注意机器各部的运转情况，当发生电气或机械部件温度超限、运转声音异常或有强烈震动时，应立即停车，进行检查和处理。
（9）、耙斗机移动前，应先清理耙斗机周围的岩石或煤，铺好轨道，将耙斗机簸箕口抬起用勾鼻挂住。
（10）、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。
（11）、在斜巷中移动耙斗机时，应先整理好电缆，然后用绞车拉住耙斗机、松开卡轨器，慢速开动绞车提放、平巷移动时由耙斗机自身牵引移动，但速度要均匀，不应过快。
第七节 其 它
1、行走路线的注意事项：
会议室—更衣室—2号副井—1070大巷—中、下组煤石门—中、下组煤行人斜巷—行人斜巷与下组煤轨道下山联络巷—下组煤轨道下山—0116115运输车场—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）入井人员乘车时，严格遵守乘车规定，不得抢车、拥挤。
（5）轨道巷行车时，严格执行“行人不行车、行车不行人”制度，严禁在道心内行走。
（6）横垮电机车道时，严格执行，“一停、二看、三通过”的规定。
2、运输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。
管理措施：
4、煤质管理措施：
（1）、每班检查工作面各转载点的喷雾、水管是否有漏水现象，如有漏水及时通知通风队及时处理，以免过多的水混入煤内。
（2）、大于30cm的煤岩块必须砸碎后运走。
（3）、在工作面片口设立杂物回收桶，由专人负责将杂物回收至桶内然后装车运走。
（4）、班组长、副队长加强现场管理力度，发现大块煤矸石及时安排人员进行处理。
（5）、每日班前会着重强调煤质管理，发现问题及时处理。
（6）、食品袋等杂物严禁乱扔，必须回收至垃圾桶内装矿车运走。
第八章 灾害应急措施、避灾路线及救灾系统、自救互救
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、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 。不安全地点严禁进入。
（2）、巷内顶板垮落出路被堵，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。
3、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“有疑必探，先探后掘”的原则。
撤退路线：
事故点—0116115运输车场—下组煤轨道上山—行人斜巷联络巷—中、下组煤行人斜巷—中、下组煤石门—1070大巷— 2号副井—地面
4、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）、电器设备等要害部位，要配备足够的灭火器材。
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。
撤离路线：
事故点—0116115运输车场—下组煤轨道上山—行人斜巷联络巷——中、下组煤行人斜巷—中、下组煤石门—1070大巷— 2号副井—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→中组煤石门→中、下组煤联络巷→下组煤轨道下山→0116115运输车场→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、下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、管路每隔50m内安设一组三通和一个阀门。
4、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1.2m，便于现场人员自救应用。
5、工作面自回风口开始，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。
6、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，戴上呼吸罩，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，由于呼吸罩内此时为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。压风自救呼吸罩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：地面消防水池→主井→主井联络巷→1070大巷→中组煤石门→中、下组煤联络巷→下组煤轨道下山→0116115运输车场→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、下组煤轨道下山铺设6寸铁管工作面铺设2寸铁管供水，水管距工作面距离不超过30m，巷道内每隔50m设置一组三通阀门，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。
3、工作面固定电话距工作面迎头不得超过50m，随工作面的掘进及时延长电话。
（三）、安装与维护
1、巷道开口处安设固定电话，距工作面不大于50m。
2、井下避难硐室、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；永久避难硐室片口设置有分站，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。
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、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。
7、技术组讨论撤离路线和救援路线。
8、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。
9、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。
10、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
一旦发生冒顶事故，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、运料工
1、安全规定
（1）、装卸和运送物料时，必须按作业规程规定要求的物料规格、品种、数量进行。
（2）、在平巷装卸时，必须使用阻车器将矿车稳住。
（3）、在斜巷装卸时，不准摘绳，必须待车停稳后再料车下方安设防止物料下滑的设施，并有专职绞车司机监护绞车，人员因站在斜巷上方，否则不准卸料。
（4）、推料车过风门时，必须开一关一，人员不得站在矿车两侧，不得同时打开，也不准用车撞开。
（5）、人力推车时，必须遵守下列规定：
①、1次只准推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于5‰时不得小于10m,坡度大于5‰时，不得小于30m。
②、推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道发现前方有人或障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、出口时，推车人员必须及时发出信号。
③、严禁放飞车，巷道坡度大于7‰时，严禁人力推车。
二、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、停电警示牌机便携式瓦斯检测仪，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）、接班后对维护地区内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。
三、耙斗机司机
1、安全规定
（1）、必须坚持使用耙斗机上所有的安全保护装置和设施，不得擅自改动或甩掉不用。
（2）、严格执行交接班制度，交接好设备的运转情况、存在的安全隐患并做好交接班记录。
（3）、检修或检查耙斗时，必须将开关闭锁，并悬挂“有人工作，严禁送电’牌。
（4）、耙斗机绞车刹车装置必须完整、可靠。
（5）、耙斗机必须安设金属护栏，拐弯巷道使用好双向辅助导向轮，并有专人指挥和信号联系。
2、耙斗机的操作
（1）、合上耙斗机开关，按动耙斗机启动按钮，开动耙装绞车。
（2）、操作耙斗机时，耙斗主、尾绳牵引速度要均匀，协调，以免钢丝绳摆动跳出滚筒或被滑轮卡住。
（3）、机器装矸时，不准将两个手把同时拉紧，以防耙斗飞起。
（4）、遇有大块岩石或耙斗受阻时，不可强行牵引耙斗，应将耙斗退回1—2米重新耙取，以防断绳或烧毁电机。
（5）、不准在过度槽上存矸，以防矸石被耙斗挤出或被钢丝绳甩出伤人。
（6）、当耙斗出绳方向或耙装的夹角过大时，司机应在出绳的相对侧操作，以防耙斗窜出溜槽伤人。耙岩时，耙斗和钢丝绳两侧不准有人工作和停留。
（7）、在拐弯处耙装时，若司机看不到迎头情况，应派专人站在安全地点指挥。
（8）、耙斗机使用过程中发生故障时必须停车，切断电源后进行处理。
（9）、在耙装过中，司机应时刻注意机器各部的运转情况，当发生电气或机械部件温升超限、运转声音异常或有强烈震动时，应立即停车，进行检查和处理。
（10）、耙斗机移动前，应先清理耙斗机周围的岩石，铺好轨道，将耙斗机簸箕口抬起用勾鼻挂住。
（11）、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。
（12）、在平巷中移动耙斗机时，应先松开卡轨器，整理电缆，然后用自身牵引移动，牵引速度要均匀，不应过快。
四、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，每次放炮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）、锚杆必须按规定作拉拔力试验，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。
五、钻眼工
1、上岗条件
（1）、钻眼工必须经过专业技术培训，考试合格后，方可上岗。
（2）、钻眼工必须认真学习安全规程、作业规程及施工措施。熟悉工作面的炮眼布置、爆破说明书、支护方式等有关技术规定，掌握钻眼机具的结构、性能和使用方法，钻眼机具在工作中出现故障时，应能立即检修或更换。
2、安全规定
（1）、钻眼前首先检查钻眼地点的安全情况，敲帮问顶、加固支护，严禁空顶作业。
（2）、钻眼过程中，必须有专人监护顶帮安全，并注意观察钻进情况。
（3）、必须坚持湿式打眼。在遇水膨胀的岩层中掘进不能采用湿式钻眼时，可采用干式钻眼，但必须采取防尘措施，并使用个体防尘保护用品。
（4）、严禁钻眼与装药平行作业，严禁沿裂隙及在残眼内钻眼。
（5）、发现有煤岩变松、片帮、来压或钻孔中有压力水、水量突然增大，或出现有害气体涌出等异常现象时，必须停止钻眼，切断电源，钻杆不要拔出，并向有关部门及时汇报，听候处理。工作人员应立即撤至安全地点。
（6）、严格按标定的眼位和爆破说明书规定的炮眼角度、深度、个数进行钻眼。凡出现掏槽眼相互钻透或不合格的炮眼，必须重新钻眼。
（7）、在钻眼过程中，发现钻眼机具的零部件、设施等出现异常情况时，必须停钻处理。
（8）、钻眼时，钻杆不要上下、左右摆动，以保持钻进方向，钻机前方、钻杆下方不要站人，以免钻杆折断伤人。
（9）、使用煤电钻时，必须设有并使用检漏、短路、过负荷、远距离启动和停机、自动停电等综合保护装置，
（10）、打眼要做到“三紧”、两不要：即袖口、领口、衣角紧。不要戴手套、不要把毛巾露在衣领外。
3、使用风动钻机钻眼前要进行如下检查：
（1）、风钻接风、水管前，检查管口内是否有脏、杂物，如有时要用风、水吹冲干净。检查风水管路是否完好畅通，接头是否连接牢固。
（2）、零部件是否齐全，螺钉是否紧固，水针是否合格。
（3）、注油器内要按规定装满油脂，油脂要清洁，并调节好油阀及进行试运转。
（4）、钻杆是否平直，钻头是否安装牢固，钻杆中心孔和钻头出水孔等是否畅通，钎尾是否合格。
（5）、运转声音是否正常，各操作把手是否灵活可靠，有无漏水、漏风现象，钻机是否升降灵活。
4、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。
5、风钻的操作：
（1）、按中、腰线和炮眼布置图的要求，标出眼位。
（2）、多台风钻打眼时，要划分好区块，做到定人、定钻、定眼、定位、定责，不准交叉作业。
（3）、按照爆破图表的要求，确定打眼深度，并在钻杆上做好标记，确保眼底（除掏槽眼）落在同一个平面上。
（4）、按照先开水、后开风的顺序进行试运转。
（5）、稳眼：司机站在风钻后侧面，手握把手，调整气腿到适当高度，稳钻人员站在一侧，双手握牢钎杆，把钎头放在眼窝上，稳钻工要和风钻司机相互协调，密切配合。
（6）、钻眼时把操纵阀开到轻运转位置，待眼位稳固钻进20——30mm稳钻工撤离以后，再把操纵把手扳到中运转位置钻进，直至钻头不易脱离眼口时，再全速钻进。
（7）、开钻时先给水，后给风，钻眼过程中，给水量不宜过大或过小，要均匀适当，更换钻杆时，要先关风，后关水。
（8）、司机扶钻时，要躲开眼口的方向，站在风钻侧面，两腿前后错开，脚蹬实底，禁止踩空或骑在气腿上钻眼，以防钻杆折断时风钻扑倒或断钎伤人。
（9）、钻眼时，风钻，钻杆与钻眼方向保持方向一致，推力要均匀适当，气腿升降要稳，以防折断钻杆、夹钻杆或拐丢钻头。
（10）、停钻后，应先关水，使风钻空运转，以吹净其内部残余的水滴，防止零件锈蚀。
6、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。
六、绞车司机
1、安全规定
（1）、绞车司机必须经过专业技术培训，考试合格后，持证上岗。
（2）、绞车司机必须了解所开绞车及附属设备、设施的结构、性能、原理、主要技术参数、牵引能力及完好标准和操作万法，做到会操作、会保养、会排除一般故障。
（3）、司机上岗前必须了解该部绞车牵引范围内巷道的基本情况，如斜长、坡度、变坡地段、轨道状况、安全设施、信号联系方法、绞车允许的最大牵引数量、停车场允许停放车辆的长度及数量和各类车辆规定的牵引数量等。
（4）、绞车司机开车时，必须扎紧袖口，系好衣扣，集中精力，谨慎操作，不得擅自脱离岗位，不做与本岗位无关的事情，行车时不与他人闲谈。
2、开车前的检查与准备:
（1）、检查绞车安装地点，顶帮支护是否完好，绞车附近无防碍司机操作、瞭望的障碍物，无影响绞车运转的杂乱异物。
（2）、检查绞车的安装固定情况，绞车固定应平稳牢固，各地锚及基座螺丝紧固、不松动。
（3）、检查绞车的完好状况及主要性能:绞车无失爆，绞车的制动闸和离合器闸，应操作灵活、可靠，闸带完整无断裂，磨损余厚不小于4毫米。铆钉不磨闸轮，闸轮表面光洁平滑，无明显沟痕、无油污。各部螺栓、销、轴、拉杆螺栓及背帽、限位螺丝，绞车安全制动闸是否起作用，液力电动机与电机是否联锁。绞车要有可靠的护绳板。
（4）、检查钢丝绳，要求无弯折、无硬伤、无打结、无严重锈蚀、无断股、断丝，在滚筒上绳端固定要牢固、钢丝绳在滚筒上的排列应整齐，无严重咬绳、爬绳、松绳现象。缠绕绳长不得超过绞车规定允许容绳量，即55kW绞车采用6×19-21.5的钢丝绳，松绳至终点时，滚筒上的余绳不得小于3圈。绞车必须设有保险绳，保险绳采用6×19-15.5的钢丝绳，保险绳长度不得超过提升矿车数量总长度。
（5）、检查声光信号是否清晰、灵敏、可靠。
（6）、检查绞车的开关、控制按钮、电机等电气设备，设施应完好无失爆，绞车的起动及停止，应灵敏可靠。控制按钮及信号安装位置应便于司机在岗位上操作。
（7）、绞车司机收到清晰准确的开车信号后，必须先发出反馈信号，当二次接到开车信号后，方可按信号指令开车。
（8）、绞车运行中，司机必须站在绞车护绳板后操作，严禁在绞车侧面或滚筒前面操作，严禁司机一手开车，一手处理绞车绳。
（9）、斜巷放车辆时，绞车必须送电下放，司机应一手压紧离合器闸。一手握住制动闸把，并将制动闸适度放松，使绞车按正常速度平稳下放车辆。严禁断电放飞车;严禁甩掉离合器闸只用制动闸变相放飞车。
（10）、绞车运行中严禁两个闸把同时间紧，以防烧坏电动机或绞车过负荷运行。
（11）、绞车运行中，司机应集中清力、注意观察，手不得离开操作闸把，随时准备停车。
（12）、绞车运行中收到不明的信号或看到紧急晃灯信号时，必须立即停车并查明原因，处理好后方可重新开车。
（13）、当车辆接近停车位置时，应慢慢闸紧制动闸，同时逐渐松开离合器闸，使绞车减速，吸到停车信号后，闸紧制动闸，松开离合器停车、停电。
（14）、绞车运行中司机应注意绞车各部运行情况，如发现下列情况时，必须立即停车，采取措施，待处理好后再运行。
①、有异常响声、异味、异状。
②、钢丝绳有异常跳动，负载增大或突然松驰。
③、地锚松动、失效。
④、有严重咬绳、爬绳现象。
⑤、电机单相运转或冒烟。
⑥、突然断电或有其它险情时。
⑦、绞车打滑、起动不了。
（15）、绞车的停车要迅速准确，但不允许突然紧急刹车，以防造成断绳或发生其它事故。
（16）、司机停车离岗时，必须切断绞车电源，闭锁开关。
（17）、JD-55绞车操作程序:
①、开车时先将靠近电动机一侧的制动闸向后拉刹紧滚筒，再将另一侧离合器闸向前推，松开离合器。
②、先启动液力推杆电动机，将安全制动闸松开，然后再启动主电阴使绞车空运转”.
③、电动机运转正常后，即可驱动滚筒工作。先把离合器闸把平稳后向拉，等闸带与间轮开始接触时，随即将制动闸把缓慢向前推，松开滚筒，绞车启动运转，适当地控制离合器闸和制动闸即可调节绞车启动速度。
④、当绞车接近全速时，立即把离合器闸平稳向后拉紧并使其定位，同时将制动闸柄向前使其完全松开，绞车进入全速运转。
⑤、停车时，先将制动闸平稳后拉到开始接触滚筒闸轮时，随即将离合器闸平稳向前推，松开离合器，滚筒停止转动，然后再按下停止按钮使电动机停止运转。
七、挂钩工
1、安全规定
（1）、在运行车辆的倾斜巷道内，负责监督并严格执行“行人不行车，行车不行人、不作业”规定。
（2）、认真监督并检查矿车之间的连接、矿车与钢丝绳之间的连接，必须使用不能自动脱落的连接装置，并加装保险绳。
（3）、上岗前必须扎紧袖口和腰带，做好自身安全保护。
（4）、保险绳必须固定在钩头上，另一端连接在串车尾车的连接装置上，严禁用主绳弯回代替保险绳。提放车时必须发出信号。
2、正常操作
（1）、认真检查核对所挂车辆的质量和数量是否符合规定。
（2）、待车停稳后方可摘挂钩，严禁车未停稳就摘挂钩，严禁蹬车摘挂钩。
（3）、摘钩时，先摘保险绳，后摘钩头，挂钩时，先挂钩头，后挂保险绳。
（4）、严禁站在道心内，头部和身体严禁伸入两车之间进行操作，以防车辆滑动碰伤身体。
（5）、必须站在轨道外侧进行摘挂钩。
（6）、摘挂钩时如遇到摘不开、挂不上的情况，严禁蹬绳操作，必须采用专用工具操作，以防车辆移动使身体倾斜摔倒，造成事故。
（7）、每次挂钩完毕，必须对车辆各部位、保险绳、连接装置等再详细检查一遍，确保完好正确、牢固可靠，然后再瞭望车辆运行方向有无障碍和隐患。
