2-1煤层23下山采区23130下巷及切眼掘进作业规程
第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
本作业规程适用于2-1煤层23下山采区23130下巷及切眼的掘进作业。
二、掘进用途
2-1煤层23下山采区23130下巷用于23130工作面回采时的运煤、进风。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限
23130下巷设计长度为 1125 m，开口处煤层倾角12°服务年限9个月。
切眼长185m。
四、预计开竣工时间
本掘进工作面自2007年12月开工，预计2008年5月竣工。
附图1：《巷道布置平面图》
第二节 依 据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《23采区设计说明书》，批准时间为2003年1月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《23130工作面掘进地质说明书》，批准时间为2007年9月。
三、矿压观测资料
地质构造处于应力集中区。其详细数据参考邻近23110工作面。
第二章 地面位置及水文地质情况
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况
1、23130工作面地面相对位置为张大池村。地面标高+532～+560.2m。
2、23130工作面井下位置：位于23采区上山东部(23采区属单翼开采)，北为23110工作面(已采)，东为常村矿与跃进矿矿井边界煤柱，南为未采区;西为23采区上山保安煤柱。井上、下对照关系见表1。
表1 井上、下对照关系表
第二节 煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
23130下巷沿2-1煤层顶板掘进，煤层厚8.1m左右，含夹矸1-3层，结构复杂，多为炭质泥岩，砂质泥岩； 煤层老顶为砾岩，直接顶为泥岩，厚约20m，直接底为粉砂岩，厚约2.0m。顶、底板岩性特征见表2。
附图2《煤层顶底板综合柱状图》
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
该工作面煤层属低瓦斯煤层，煤层有自燃性，发火期一般为1～3个月。煤尘爆炸指数为41%
第三节 地质构造
煤（岩）走向120°～125°，倾向210°～215°，倾角为12°左右，为倾斜煤层。
根据23110工作面揭露的地质构造，预计23130工作面下巷地质构造较为复杂，掘进时将遇到煤层底板隆起、煤层变薄、顶板破碎及片帮底鼓、冲击地压等现象，将对掘进造成较大影响。
水文地质
23130工作面下巷根据23110工作面揭露的情况看，该巷水文地质条件简单。掘进时，顶底板均可能有少量出水现象。预计涌水量小于10m3/h。
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷 道 布 置
23130下巷首先在23130下巷石门正头东帮开口，后（1300角）变向，按方位角123°沿顶施工。直至掘至设计开切眼位置。巷道总长1125m，均为“梯形”断面。巷道净宽为4.8m，下帮高为2.4m，上帮高为3.4m。切眼长度中–中185m，开口方位29°；切眼总宽度7.0m，切眼净高2.6m；切眼正头安装绞车窝深6.0m，净宽3.0m，净高2.6m；切眼内两个机窝（滚筒窝）中心距及位置由机械化科确定，机窝规格：宽3.0m×深2.0m×高2.6m。
第二节 矿 压 观 测
根据《锚杆支护质量标准化》要求，该施工巷道要进行顶板离层监测、顶底和两帮移近量监测、锚杆和锚索载荷监测，观测内容、目的及手段见表3。
表3 矿压观测内容、目的及手段一览表
顶板离层监测每隔50m（顶板破碎段每隔30m）设置1处，巷道表面位移监测设置3～5处，锚杆、锚索承载监测设置1～2处，螺母拧紧力矩每班必须抽查，所需仪器数量见表4。
第三节 支护设计
确定巷道支护形式
根据附近钻孔的柱状资料分析，2-1煤层顶板直接顶为泥岩，厚度20m，属较稳定岩层，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于顶板中，需用高强锚索做辅助支护。根据相邻23110工作面及其相邻采区巷道的支护经验，初步确定23130下巷及滚筒窝采用“梯形”断面，23130切眼及绞车窝采用“矩形”断面，均采用锚杆+网+钢带+锚索联合支护。由于受构造带及动压影响较严重，采用异型80mm宽钢带。
附图3：《4.8m巷道断面图》
支护参数设计
采用类比法合理选择支护参数
根据相邻23110工作面及其相邻采区巷道的支护经验，下巷及切眼顶锚杆选用φ22mm×2250mm的等强左旋无纵筋滚丝铁锚杆，间距750mm，排距750mm；
帮锚杆选用φ18mm×1800mm等强螺纹锚杆。帮锚杆间、排距： 4.8m断面下帮锚杆排距700mm，上帮锚杆排距750mm，上、下帮锚杆间距均为750mm。
锚索选用φ17.8mm×8000mm、1860级低松弛钢绞线； 4.8m断面锚索三排，排距1200mm ，距上下帮各1250mm，锚索间距1500mm。
顶锚杆锚固力不小于70KN，扭力矩不小于100N.m；帮锚杆锚固力不小于30KN，扭力矩不小于60N.m；锚索预紧力不小于120KN，锚索张拉压力表数值当班打不小于31.5MPa, 锚固力不小于207KN；经24小时后，锚索张拉压力表数值检测不小于35Mpa，锚固力不小于230KN。
采用计算法校核支护参数
1．顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
Ｌ≥Ｌ１＋Ｌ２＋Ｌ３
式中：Ｌ—锚杆总长，m；
Ｌ１—锚杆外露长（钢带厚度＋托板厚度＋螺母厚度＋0.03～0.05m，顶锚杆取0.05 m，帮锚杆取0.1m），m。
Ｌ２—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；
Ｌ３—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m。
①计算普氏免压拱高b：
b=[B/2+Htan(45-ω帮/2)]/f顶
b= [4.8/2+3.0×tan(45-63.43/2) ] /3
=1.036 m
式中： B—巷道掘进最大跨度，B取4.8m；
H—巷道掘进高度， H取3.0m；
f顶—顶板岩石普氏系数，取3；
ω帮—两帮围岩的内摩擦角，取63.43(查表得)。
②计算帮锚杆取煤帮破碎深度c：
C=3.0 (45-63.43/2)
=0.708 m
③计算顶锚杆总长Ｌ顶：
Ｌ顶﹦Ｌ１＋Ｌ２＋Ｌ３
﹦0.05＋1.036＋0.8
﹦1.886 m
④计算帮锚杆总长Ｌ帮：
Ｌ帮﹦Ｌ１＋Ｌ２＋Ｌ３
﹦0.1＋0.708＋0.6
﹦1.408m
依据上述公式计算得出：顶锚杆长设计值2.25m﹥计算值1.886 m；帮锚杆长设计值1.8m ﹥计算值1.408 m；
所选顶、帮锚杆长度均能满足计算要求。
2．按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距a：
每根锚杆悬吊岩体重量Ｇ=rＬ２a2，锚杆锚固力Ｑ应能承担Ｇ的重量。为安全起见，再考虑安全系数Ｋ，取Ｋ=2。必须ＫＧ<Ｑ
由Ｇ=rＬ２a2 得
a=（Ｑ／ＫrＬ２）0.5
=（70/2×22×1.036）0.5
=1.24 m
式中：a------------顶锚杆的排距
Ｑ------------顶锚杆的锚固力，取设计值70KN
Ｌ２------------顶锚杆有效长度（取免压拱高b=1.036 m）
r--------------泥岩体容重，22.0KN/m3；
计算得：所选顶锚杆排距的设计值0.75m<计算值1.24m。因而间排距参数均能满足计算结果。
3. 悬吊理论校核锚索间距：
根据地质钻孔柱状分析，直接顶无坚硬岩层。为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8mm、Ｌ＝8000mm（锚入泥岩1000mm）的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于顶板中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。
Ｌ＝nＦ２／［ＢＨr－（２Ｆ１sinθ）／Ｌ１]
＝3×230/［4.8×2.0×22－（2×70×sin75°）/0.75]
＝22.334 m
式中： Ｌ---------锚索间距，m；
Ｂ---------巷道最大冒落宽度，取４.8m；
Ｈ---------巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m；
r----------岩体容重，22.0KN/m3；
Ｌ１-------锚杆排距，0.75m；
Ｆ1------------锚杆锚固力，70KN；
Ｆ2------------锚索极限承载力，取230KN；
θ---------角锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
n----------锚索排数，取3。
通过上述计算，锚索间距Ｌ=22.334m，所设计锚索间距=1.5m-----2.25m参数完全满足计算要求。
第四节 支 护 工 艺
支护形式及材料规格
1. 支护形式
（1）顶板采用80mm宽异型钢带、锚杆、锚索、菱形金属网联合支护。
⑵ 两帮均采用塑料编织网、树脂锚杆支护。
⑶4.8m断面顶板锚索布置三排，排距1200mm ，距上下帮各1250mm，锚索间距1500mm。
⑷ 4.0m切眼断面顶板锚索布置3排，排距1000mm ，距东西各帮1.0m，锚索间距1500mm；3.0m切眼断面顶板锚索布置2排，排距1500mm ，距东帮1.0m，锚索间距1500mm。
⑸切眼机窝中心布置锚索1排，间距750mm ，距帮1.3m。
⑹切眼正头绞车窝布置锚索2排，排距1000mm，间距1500mm ，距帮1.0m。
⑺锚索托梁与钢带平行布置。顶板较好时，锚索滞后窝头最大距离不超过15m，顶板压力大或破碎时，锚索紧跟窝头。
2. 支护材料规格：
（1）锚杆支护材料规格：
①23130下巷支护材料规格：
下巷顶钢带： 4800mm×80mm×4mm×7孔异型钢带
下巷顶锚杆： Φ22mm×2250mm 等强左旋无纵筋铁锚杆 ；
下巷顶托盘： 100mm×100mm×10mm BHT－A型镜直托盘及斜托盘；
下巷顶药卷： CK2340型、K2350mm型树脂药卷；
下巷帮锚杆： Φ18mm×1800mm 螺纹钢锚杆；
下巷帮药卷： CK2340及K2350型树脂药卷；
下巷帮托盘： 100mm×100mm×10mm铁托盘
上帮钢筋梯： 3400mm ×0.06m ×5孔×孔距0.75m ×钢筋Φ12mm；
下帮钢筋梯： 2400mm ×0.06m ×4孔×孔距0.7m ×钢筋Φ12mm；
顶菱形金属网： 5000mm ×1700mm；
帮塑料网： 3600 mm ×1700mm 及2600 mm ×1700mm；
②23130切眼支护材料规格：
4m切眼顶钢带： 4000mm×80mm×4mm×6孔异型钢带
4m切眼帮钢筋梯： 2600mm ×0.06m ×4孔×孔距0.8m ×钢筋Φ12mm；
4m切眼顶菱形金属网： 4000mm ×1700mm；
4m切眼帮塑料网： 2600 mm ×1700mm；
扩3m切眼钢带： 4000mm×80mm×4mm×6孔异型钢带
扩3m切眼钢筋梯： 2600mm ×0.06m ×4孔×孔距0.8m ×钢筋Φ12mm；
扩3m切眼顶菱形金属网：4000mm ×1700mm；
扩3m切眼帮塑料网： 2600 mm ×1700mm；
③23130切眼安装绞车窝支护材料规格：
绞车窝顶钢带： 3000mm×80mm×4mm×5孔异型钢带
绞车窝帮钢筋梯： 2600mm ×0.06m ×4孔×孔距0.8m ×钢筋Φ12mm；
绞车窝顶菱形金属网： 3200mm ×1700mm；
绞车窝帮塑料网： 2600 mm ×1700mm；
④23130切眼机窝支护材料规格：
机窝钢带： 3000mm×80mm×4mm×5孔异型钢带
机窝帮钢筋梯： 2600mm ×0.06m ×4孔×孔距0.8m ×钢筋Φ12mm；
机窝顶菱形金属网： 3200mm ×1700mm；
机窝帮塑料网： 2600 mm ×1700mm；
(2) 锚索支护材料及规格：
锚 索： Φ17.8mm×8000mm型1860N/mm2钢绞线；
锚索托梁： 400mm ×立孔20 矿11＃（12#）工字钢；
树脂药卷： CK2340型 、 K2350型树脂药卷；
锚 具: YM130－ⅢB型液压单孔锚杆钻机。
二、支护工艺及要求
(一) 临时支护：
采用金属网及两根4m长前探梁和4个专用吊环卡具支护；或先锚固中线处一根顶锚杆，铺上钢带梁，然后在切割头竖放一根圆木点柱，利用掘进机升降油缸伸出，使切割臂上抬顶紧钢板梁的另一头，进行临时支护。临时支护的每根前探梁分别用两道吊环卡具固定在紧靠工作面的两排锚杆上，前探梁上用木托板支垫。
前探梁及吊环规格：
前探梁：18Kg/m以上轨道，长4.0m以上。
吊环：用厚度为12mm钢板制作的专用吊环（长方形吊环）。
（3）吊环的固定：
直接拧在顶锚杆上。
(二) 临时支护工艺、工序及要求：
①截割一个循环进度后，操作人员站在永久支护下，用不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮活矸（煤），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，挂联一片顶网。顶网联好后，在紧靠窝头两排锚杆上上好吊环，施工人员及时顶起网，前移前探梁，并用前探梁托起钢带，按中线调整好钢带位置，并用木托板支垫使其紧贴顶板。
②穿前探梁时，不得少于5人，1人监护顶板及煤帮并协调指挥、2人顶起网和钢带、2人穿前探梁。
③探梁移到窝头后，在最后一个吊环的上面用木托板背紧前探梁道轨。利用掘进机升降油缸伸出，使切割臂上抬顶紧顶板只能作为辅助临时支护。
④加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要立即停止作业，撤出工作面人员，待顶板稳定后，由外向里打加强戴帽支柱支护后，方可继续施工。
⑤打顶锚杆时必须由外向里、由中间向两边，如前探梁占据锚杆位置，可以先打其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆，必须是打完所有顶锚杆后，再打帮锚杆。
⑥当顶板严重不平，无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，必须使用3根带帽支柱进行临时支护。
（三） 最大、最小控顶距
1、煤巷锚网（索）支护、顶板破碎时最大控顶距不超过0.9m即每次放炮后锚顶半网，靠窝面的网边打注锚杆。
2、煤巷锚网（索）支护，顶板稳定时最大控顶距不超过1.7m，即每次放炮后锚顶一网，靠窝面的网边可以不锚。
3、不同的支护形式，其最小控顶距不超过0.1m。
4、 “顶板破碎”定义解释：
有下列情况之一者，属“顶板破碎”：
① 综掘条件下：截割后，伪顶和直接顶随割随破碎脱落、冒顶0.5米以上，且顶板凹凸不平，或形成拱形冒顶。
② 当班截割后，顶板暂时平整；但1--2天后，随着工作面向前推进，原锚网索支护巷道顶板一直跟随窝面出现网兜、破碎现象。
《煤巷最大、最小控顶距平剖面图》详见图4
（四） 永久支护
1．施工顺序：安全检查→截割够一网（一带）距离→操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、活煤，并进行敲帮问顶→开始吊联顶网→上前探梁（抬升掘进机截割头顶紧顶板作为辅助临时支护）→打顶锚杆→拧紧顶螺母→用扭矩扳手检查扭力矩是否合格→打完顶锚杆后→打帮锚杆→打锚索。
2．安装顶板锚杆：
（1）进行临时支护：铺设金属网、上钢带。
（2）施工顶板锚杆孔：采用一台锚杆钻机按钢带孔位由巷道中间向两边施工锚杆眼。顶板锚杆孔深2200mm。
（3）送树脂药卷：穿过钢带孔眼向锚杆孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
（4）搅拌药卷：用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后升起钻机推进锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停升钻机，搅拌20～30s后停机。
（5）紧固锚杆：60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下剪断定位销，托盘快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力，钻机输出扭矩大于或等于70N.m，最后在窝头采用人工加扭的方式将扭矩增加至100N.m以上。
3．安装帮锚杆：
（1）两帮连接塑料网、铺设钢筋梯梁。
（2）按设计部位施工巷道帮锚杆孔：采用煤电钻，1800mm长煤钻杆，Φ27mm钻头，打1750mm深孔。
（3）送树脂药卷：穿过钢筋梯眼孔向锚杆孔按顺序分别装入CK2340和K2350树脂药卷各一节，用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
（4）搅拌树脂：用连接套将煤电钻与锚杆螺母连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动煤电钻边搅拌边推进，推入孔底搅拌20s后停止搅拌。
（5）安装锚杆：30s后再次开动钻机，将托盘快速压紧岩面，安装完毕，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至60N.m以上。
4．安装锚索：
（1）施工顶板眼：施工眼孔深为7750mm。
（2）送树脂药卷：向孔内按顺序分别装入2节CK2340和2节K2350药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
（3）搅拌树脂：用搅拌接头将钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边搅拌边推进，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌20s后停机。
（4）张拉钢绞线：用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为120KN。张拉时，千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。张拉千斤顶压力表当班打必须达到31.5MPa以上。经24小时后再检测必须达到35Mpa。
（五）锚网索支护技术要求
（1）顶锚杆间、排距均为750mm。
（2）帮锚杆间、排距： 4.8m断面下帮锚杆排距700mm，上帮锚杆排距750mm，上、下帮锚杆间距均为750mm。
（3）锚杆外露长度从托板螺帽上面算起不大于50mm、不小于30mm。
锚固力：顶锚杆不小于70KN，帮锚杆不小于30KN。
螺母扭力矩：顶锚杆不小于100N.m，帮锚杆不小于60N.m。
（4）顶锚杆角度不小于75°，遇裂隙时，锚杆要尽量垂直于裂隙面；帮锚杆垂直巷帮布置；顶板两端锚杆角度以巷帮铅垂边线30°向顶帮打入，巷帮底锚杆与巷帮铅垂边线成80°打入。
（5）顶帮锚杆托盘必须紧贴钢带，顶板边锚杆斜托盘方向应安设正确，不得有扭斜、倒置现象，锚杆扭力矩达到设计要求。
（6）顶锚杆每孔分别按顺序使用CK2340、K2350各1节，要求CK2340药卷在眼底；帮锚杆每孔分别按顺序使用CK2340、K2350各1节；锚索分别按顺序使用2节CK2340和2节K2350药卷，CK2340药卷装在眼底。
（7）锚杆、锚索搅拌时间为20～30s，搅到眼底后，必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机，锚杆开始预紧，锚索开始张拉，张拉前必须找平眼口 。
（8）锚杆必须做拉力试验，煤巷必须做顶板离层监测。
（9）锚杆间、排距误差不超过±100mm。
（10）顶锚杆孔深为2200mm，误差0～50mm；打顶锚杆使用液压钻机，使用ZTYΦ29mm羊角钻头。锚固失效的锚杆，必须在横向方向上0.3m范围内及时补打。
（11）帮锚杆孔深为1750mm，误差0～50mm；打帮锚杆使用煤电钻，使用Φ27mm羊角钻头。并用煤电钻戴上套头拧紧帮螺母。若拧不紧时，必须卸下重新打。
（12）锚索孔深7750，误差0～50mm；严禁随意截短钢绞线。
（13）锚索承载能力应在230KN以上，张拉预紧力为120KN。锚索打注24小时后，涨拉机具压力表显示不低于35Mpa。
（14）锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置，外露长度从托梁索头上面算起不超过250mm。
（15）当顶板比较完整时，除顶部锚杆紧跟窝头外，顶部锚索支护可滞后窝头15m，两帮锚杆支护可以滞后窝面5m；当巷道顶板破碎时，顶部锚索应紧跟窝头。
（16）顶网长边垂直巷道中线铺设，帮网顺巷铺设。相邻网必须搭接150mm以上，并每隔200mm用14号铁丝连接一道，拧紧不少于3圈。帮网连接用塑料皮条连接。同时，顶帮网必须铺平，铺展，不得有折皱现象。
（17）要经常巡查巷道顶板情况，发现断锚杆、断锚索时，要及时补打。
（18）严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。
第四章 施 工 工 艺
第一节 施 工 方 法
23130工作面下巷及切眼采用全断面一次成巷方法，掘进与支护按顺序作业。
1、掘进方式及设备：
前期采用炮掘（后期扩切眼也采用炮掘）；后期采用综合机械化掘进。
2、综掘机最大、最小循环进尺及综掘刨头切割方法：
综掘机最大循环进尺1700mm，最小循环进尺900mm。
3. 综掘刨头切割方法：
顶板岩性好时，一般由巷道底部向顶部切割；顶板较破碎时，应先从巷道顶部切割，并立即架好前探梁，护好顶，再向下切割。
4. 设备及工具配备：
EBH-120型掘进机一部、P–30B耙斗机一部、改制1米皮带输送机一部、自制650电滚筒皮带输送机一部（下巷开口和掘切眼用）、SDP1010/650胶带输送机一部、JD-11.4KW小绞车2台、YM130-ⅢB型液压锚杆钻机三台。
5. ①前期炮掘：
放炮后出煤由23130下巷P–30B耙斗机经23010下巷电滚筒皮带输送机、23010下巷石门改制1米皮带运输机、2-3采区皮带下山一部及二部皮带、23采区入仓斜巷皮带、23采区煤仓、－200m水平东大巷强力皮带、－200m水平煤仓、暗主斜井皮带、主斜井皮带、最后到达地面。
②后期综掘：
掘进截割由EBH-120型掘进机完成截割煤、装煤、转载工序，由23130下巷SDP－1010/650胶带运输机经23010下巷石门改制1米皮带运输机、2-3采区皮带下山一部及二部皮带、23采区入仓斜巷皮带、23采区煤仓、－200m水平东大巷强力皮带、－200m水平煤仓、暗主斜井皮带、主斜井皮带、最后到达地面。
《煤巷锚网索工艺流程图》详见图5
《综掘截割断面图》详见图6
6. 永久支护为全锚网索支护，临时支护必须采用前探梁支护，支护紧跟工作面。切割臂上抬顶紧顶板只能作为辅助临时支护。
7. 按生产科给定的施工中线，沿2-1煤层顶板掘进。
8. 装载运输采用掘进机装煤，直接上带式输送机的方法。
9. 交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后，方可开工。然后进行工作，每当截割一网后，由班组长和安检员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘等情况，确认安全后，联网，前移前探梁支护，并打紧背牢，然后锚顶、锚帮。以此为一个循环。
第二节 凿 煤 岩 方 式
本规程所施工巷道前期采用炮掘（后期扩切眼也采用炮掘），后期采用综掘的方法凿煤岩。
一、前期炮掘打眼机具
打眼采用煤电钻2台，1台工作、1台备用或打锚帮眼；打锚杆眼采用液压钻机3台。1台工作、1台备用、1台打锚索眼，分别配备Φ38mm×2000mm麻花钻杆（正头掘进使用）、Φ28mm×1800mm麻花钻杆（巷帮打锚杆使用）、S19×1200mm中空六方钻杆、S19×2400mm中空六方钻杆、S19×1m中空六方套杆（打锚索使用）各2根（套）。Ⅰ回路及Ⅱ回路电力均来源于23区二变电所，经配电开关，使用不同平方的电缆经过综合保护开关，供工作面煤电钻用电。
二、降尘方法
1、前期炮掘采用水炮泥装炮、放炮喷雾、扒装前洒水、装煤过程中开放水幕的方法降尘。
2、后期采用掘进机内外喷雾，割煤前、后、装煤过程中洒水的方法降尘。
3、距下巷开口60m处设置一固定窗纱净化水幕；距正头30m～50m设置一移动窗纱净化水幕。
4、下巷防尘管路及时续接，每50米（48米）设一个三通闸门。
第三节 前期掘进爆破作业
正常掏槽方式为楔式掏槽法 ，煤层底板隆起区段掏槽方式为扇形掏槽法 。
一、爆破器材
使用煤矿许用乳化炸药，药卷规格为Φ32mm×200mm，重200g/节，1～５段毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，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
爆破网络采用大串联全断面一次起爆。
四、炮眼布置图及爆破说明书
炮眼数目和装药量的确定：
根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量：
Ｑ=qsln
式中 q----单位炸药消耗量，q=0.59Kg/m3（煤）；
s----巷道断面积，m2， 取12m2；
l----炮眼深度，m，取1.8m；
n----炮眼利用率，取0.85；
根据下列公式可算出每循环炮所需炮眼数目：
N=qsmn/(xp)
式中 N----炮眼数目，个；
m----每个药卷长度，取0.2m；
x-----炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5；
p----每个药卷重量，取0.2Kg。
根据以上两公式，确定循环进尺所需炸药量和炮眼数量分别为：
Ｑ=0.59×12×1.8×0.85=10.8(Kg)
Ｎ=0.59×12×0.2×0.85/0.5×0.2=12(个)
实际炮眼数量取20个。
附图7：《4.8m断面炮眼布置图》；《4.8m断面爆破参数说明书》见附表一
第四节 后期掘扩切眼爆破作业
（1）先掘西邦4m规格切眼，后扩东邦3m规格切眼。
（2）掘西邦4m规格切眼时，风筒安装在切眼西邦,中线偏东邦0.8m。防止风筒影响测中线。
（3）扩东邦3m规格切眼前，首先加固老切眼，使用2.8m单体支柱×2.6mπ型钢梁（一梁四柱）抬棚，老切眼加固三排抬棚：即西邦一排抬棚距煤墙0.2m，东邦两排抬棚分别在40TX溜子两侧并距溜子外缘0.2m位置。要求40TX溜子铺设必须紧靠东邦煤墙。老切眼三排加固抬棚没有完成，严禁扩切眼。
(4）掘进工艺：掘进4m切眼时，采用掘进机施工，自制650型电动滚筒皮带运输;扩3.0m切眼时，采用炮掘施工，SGW-40TX溜子运输，人工装煤。
(5）扩切眼炮掘卡口距离相邻不能小于20m，每个卡口扩邦放炮点每次放炮之前，由当班班长负责安排专人分别在距放炮地点80m以外安全处严格把口，撤走炮区内所有人员。
(6) 严格执行“一炮三检”制度。
五、炮掘施工质量技术要求
1．打眼前必须由跟班队长、班组长、验收员共同看好施工中线，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。如现场实际如有变化。可由班长、爆破工根据现场情况做适当调整，以保证较好的爆破效果。
2．施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，下巷巷道高度下帮不小于2400mm，上帮不小于3400mm，底板整平。切眼、绞车窝及机窝净高2600 mm。特别强调：巷道高度专指：煤层顶板线以下高度，不包括煤层顶板线以上破顶、冒顶的高度。
3．中线至任何一帮的距离允许偏差在-50mm～+50mm之间。
六、综掘施工质量技术要求
1．锚顶前必须由跟班队长、班组长、验收员共同看好施工中线，严格按中线打锚杆眼。
2．施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道高度下帮不小于2400mm，上帮不小于3400mm，底板整平。特别强调：巷道高度专指：煤层顶板线以下高度，不包括煤层顶板线以上破顶、冒顶的高度。
3．中线至任何一帮的距离允许偏差在-50mm～+50mm之间
第四节 装 载 运 输
一、装载运输机具
EBH-120型掘进机一部、P–30B耙斗机一部、改制1米皮带输送机一部、自制650电滚筒皮带输送机一部（下巷开口和掘切眼用）、SDP1010/650胶带输送机一部铺设长度1135m、JD-11.4KW小绞车2台。
二、煤、矸、材料、设备的运输方式
1、运煤路线
掘进工作面→23130下巷→23130下巷石门皮带→23采区皮带下山→23采区入仓斜巷→23采区煤仓→－200m水平东大巷强力皮带→－200m水平煤仓→暗主斜井→主斜井皮带→地面。
2、运矸线路
掘进工作面→23130下巷→23130下巷机头（装矿车）→23130下巷石门轨道斜巷→23130下巷石门平台中部车场→23采区轨道下山→23采区轨道下山上车场→－200m水平东大巷→－200m水平井底车场→1#暗付斜井→＋170m水平井底车场→付斜井→地面。
3、运料及设备路线
运料及设备路线与上述第2条运矸线路线路相反。
第五节 管 线 布 置
在掘进巷道中所敷设的电缆、水管风筒等，均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每1.0m一个，悬挂高度不低于1.6m。通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不小于0.2m；风筒吊挂在巷道上帮，吊挂要求平直整齐，不影响运输。风筒出风口到工作面距离：不大于5m；水管布置在巷道的下帮行人侧，距底板高度为1m，水管要接口严实，不得有滴水、漏水现象。距工作面20m范围内使用Φ10高压管，20m外使用2寸铁管，要随工作面前进及时延长，并每48m设一三通，以备防尘、防火用水。
第六节 设备及工具配备
设备及工具配备情况见下表6
设备及工具配备情况表
表6
第五章 生 产 系 统
第一节 通 风
一、通风方式与供风距离
1．采用局部通风机压入式通风，最长供风距离（包括切眼185m、拐上巷60m）为1500m。配一台FBDN。6.3型2×22KW（对旋式）风机为主要通风机，另配一台同型号风机作为备用风机。专供电源为主要通风机供电，动力电源为备用风机供电，即“双风机、双电源”。主要通风机系统出现故障时，备用风机自动投入运行。风筒直径为800mm，并通过特制三通为主要通风机、备用风机两套系统共用。
2．风筒吊挂在巷道上帮，吊挂要求平直整齐，不影响运输。风筒出风口到工作面距离：不大于5m。
3．掘进头的风速要控制在0.25～4m/s之间，风筒出风口风量达到规定，风机安装地点： 23130下巷进风斜巷内，风机前安设风门。风量不得低于规定，保证不发生循环通风。
二、掘进工作面的风量计算
1、通风方式及供风距离
采用压入式通风，局部通风机安设在23区皮带下山内距23130下巷石门口以上10m---20m范围内巷道东帮适当位置。最长供风距离为1500m。
2、风筒口风流的有效射程
采用局扇压入式通风；
风筒口风流的有效射程：
L ≤（4～5）S0.5
＝（4～5）140.5
＝14.967～18.708（米）
式中：
S------巷道掘进断面积m2，取14m2。
根据集团公司有关规定：煤巷掘进工作面风筒口至正头距离不能大于5m。
3、按稀释沼气所需计算风量：
Ｑ掘＝100×q掘×K掘
＝100×0.61×1.8
＝109.8（m3/min）
式中：
Ｑ掘——掘进工作面的需风量， m3/min；
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，取0.61；
K掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出不均衡系数，取1.8。
4、按工作面同时作业最多人数计算风量：
Ｑ掘>4N＝4×50＝200m3/min
式中：
Ｑ掘——掘进工作面的需风量，m3/min
N——为掘进工作面同时作业的最多人数，（交接班时最多人数48人+其他人员2人，取50人）
5、确定局部通风机风量：
因掘进巷道长度约为1500m，断面14m2(考虑设备、设施、矿压及人员等影响，计算时巷道净断面按12m2)
①工作面需风量（风筒末端风量）
Ｑh=15S=15×12=180（m3/min）
式中：
Ｑh——掘进工作面的需风量， m3/min；
S——掘进工作面净断面面积，m2；
15——煤巷最低风速0.25m/s的换算系数。
②计算风筒漏风率
由η100=（η/L）×100，（%）可得
η=η100×L/100
﹦2.5%×1500/100
﹦37.5%
式中：
η——漏风率，%；
η100——风筒百米漏风率，取2.5%；
L——整列风筒长度,m。
③确定风机有效风量率：
由η=（1-Pe）×100，%。
可得：
Pe=1-η/100
=1-37.5/100=62.5%
式中：
Pe——有效风量率，%
η——漏风率，取计算值37.5%；
④确定局部通风机吸风量：
Ｑa=Ｑh/ Pe
=180/0.625
=288（m3/min）
式中：
Ｑh——掘进工作面的需风量， m3/min；
Pe——有效风量率，%
6、选择局部通风机
根据计算，选择FBDNO6.3型2×22KW的局部通风机，其工作风量实测为390 m3/min。采用Φ800mm风筒供风完全可以满足需要。
7、按局部通风机实际吸风量计算：
Ｑ掘=Ｑa+15S`
=288+15×11
＝453（m3/min）
式中：
Ｑa——局部通风机吸风量，m3/min
S`——局部通风机吸风口至23130下巷掘进工作面回风流之间的巷道实际断面积，m2。
8、按风速进行验算
1）煤巷掘进最低风量
Ｑmin>15 S`=15×12=180（m3/min）
2）煤巷掘进最高风量
Ｑmax<240S`=240×12=2880（m3/min）
计算所需局部通风机量为288 m3/min，选用局部通风机实际工作风量为390 m3/min，符合«煤矿安全规程»110条所规定的风速要求。
三、局部通风机的安装地点
本掘进工作面所用局部通风机为FBDN。6.3型2×22KW（对旋式）风机，安装在在23区皮带下山内距23130下巷石门口以上10m---20m范围内巷道东帮适当位置。在全风压巷道内且距回风口不少10m处。
附图8：《通风系统示意图》。
第二节 综 合 防 尘
防尘水源来自+170m水平，经2#暗副斜井→-200m水平东总回风巷→23轨道下山→23皮带下山→工作面，分别用6寸、4寸、2寸铁管和Φ10高压管接入工作面。具体防尘措施如下：
1．23130下巷掘进中，23130下巷石门至少设2道水幕：一道为固定水幕，距23130下巷石门皮带头以下50m处；另一道为窗纱水幕，距23130下巷石门皮带尾以上20m处。在23130下巷内掘进至少设2道水幕：一道为固定水幕，距23130下巷皮带头以里80m处；另一道为移动窗纱水幕，距工作面30～50m紧跟掘进机。巷道内沉积煤尘长度必须小于5m，厚度小于2mm。
2．施工过程中， 2寸静压水管必须每隔48m安装一个三通阀门，水管吊挂平直，距底板1m。
3．防爆水袋应设置在距工作面60m～200m处，且长度不小于20m，水袋之间的间隙不大于1.5m，水袋边与巷壁、顶板之间的距离不得小于0.1m，距底板不应低于1.8m。防爆水袋应随工作面掘进及时前移。
4．转载点处设喷雾洒水装置，割煤前、后要进行喷雾洒水。要求各转载点喷雾必须做到开机开水、停机停水。
5．定期冲洗巷道，防止粉尘堆积，每周冲洗1次。
6．对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。
7．防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。
8．个人防护要按规定配戴防尘口罩。
第三节 防 灭 火
1．掘进巷道的电器设备实现“三无”，杜绝“失爆”。带式输送机机头、机尾前后20m范围要用不燃性材料支护，带式输送机机头、机尾按规定配备灭火器材，底输送带下及机尾的浮煤要及时清理。
2．遇火灾时，应根据火灾的性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可行的方法直接灭火，控制火势。电气设备着火时，应首先切断电源，在切断电源之前，只准用不导电的灭火器材进行灭火。灭火过程中，必须由跟班队长或班长统一指挥，在通风、安检人员的监督、监护下进行，并要指定专职瓦检员检查有害气体和风向、风量的变化，采取防止人员中毒的措施，同时立即汇报调度室。如果控制不住火势，所有人员应戴上自救器，向进风方向迅速撤离。灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦检员指挥。
3、由通风队区域瓦斯检查员负责，每班按规定检查巷道内CO、CO2浓度和空气温度，发现CO气体超限及煤体高温点等发火征兆时，及时采取措施进行处理，并向队值班室和矿调度室进行详细汇报。
4、由通风队负责，在23130下巷石门皮带斜巷口以里40m范围处，安一个一氧化碳传感器。在23130下巷掘进到500米左右时，再安一个瓦斯探头。
5、正常掘进或过断层严禁留顶煤或煤皮。
6、防尘水管必须接至正头，每隔48m安设一个三通阀门，保证防尘管内时刻有充足水量和合适的压力，并配备不少于25m长的洒水软管。
7、瓦检员每班要检查巷道上、下帮有网兜处的煤体温度，发现异常及时汇报。
8、所有在该巷工作人员，要认真学习《2007年矿井灾害处理和预防计划》，掌握煤层发火征兆，时该保持警觉。
第四节 安 全 监 控
1．局部通风机供电实行“三专”（即专用变压器、专用电缆、专用开关）及“两闭锁”（即风电闭锁、瓦斯电闭锁）。
2．在掘进工作面正头5m范围内按规定设一个瓦斯探头，报警浓度为0.8%，断电浓度为0.8%（断电范围：服务于该盲巷内所有非本质安全型电源、电器）。安放位置：距顶≯300mm,距帮≮200mm。并按规定进行断电实验。
3．安全监控的安装、使用、维护严格按《煤矿安全规程》第一百六十一条至第一百六十七条执行。
《通风监测仪表布置示意图》见附图9
第五节 供 电
23130下巷掘进供电电源由23采区第二变电所提供到23130下巷石门外口中部车场内KBSGZY—500/6型移动变电站，供电电压采用660V。为缩短供电距离，采用移动变电站。电器设备的类型均选用矿用隔爆型并有煤安(MA)标志。
负荷统计：
掘进机 EBH一120 1部 183KW
带式输送机 DSP—650/1010 1部 40KW
带式输送机 电动 SPJ—1000 3部 3×15KW
风 机 FBDN。6.3型2×22KW 2台 88KW
耙煤机 P—30B 1部 17KW
液压泵站 YM130－Ⅲ型 2部 22KW
回柱车 HJ-15型 1部 15KW
煤电钻 M--10型 2台 2.4KW
绞 车 JD11.4 2台 22.8KW
各种电气设备的选型、电压等级、电器保护整定和开关、电缆的配备必须由专职电钳工严格按计算的数据值进行选用、调整，任何人不得随意更改。
附图10：《供电系统示意图》
第六节 运 输
1、运煤路线
掘进工作面→23130下巷→23130下巷石门皮带→23采区皮带上山→23采区入仓斜巷→23采区煤仓→－200m水平东大巷强力皮带→－200m水平煤仓→暗主斜井→主斜井皮带→地面。
2、运矸线路
掘进工作面→23130下巷→23130下巷机头（装矿车）→23130下巷石门轨道斜巷→23130下巷石门平台中部车场→23采区轨道下山→23采区轨道下山上车场→－200m水平东大巷→－200m水平井底车场→1#暗付斜井→＋170m水平井底车场→付斜井→地面。
3、运料及设备路线
运料及设备路
线与上述第2条运矸线路线路相反。
第七节 煤 质 管 理
1．加强顶板管理、防止冒顶、如遇伪顶脱落，当班必须分拣大碴并靠帮集中，最后统一装矿车打上井。掘进头空顶必须及时进行支护，避免长时间空顶造成顶板冒落。
2.遇到地质构造需破碴，严格控制岩石部分装药量，保证岩石成块率，便于分拣。
3、掘进、修护、过断层过程中的碴块，在下班前用皮带集中打出，或在23130下巷650皮带头装入矿车运走。
4、掘进中如遇积水要及时安装排水设备，不准把水倒入皮带上。
5、洒水灭尘系统要及时开关，杜绝防尘管漏水现象，严防人为造成巷道内积水。
第八节 照明、通信和信号
一.照明
掘进工作面的带式输送机机头、巷道内每50m接127V矿用防爆日光灯、掘进机（前期使用耙煤机）处要接专用照明灯。电源由专用照明开关供出。
二．通信
23130下巷工作面掘进机处安设一部电话，23130下巷650皮带头安设一部电话，直接与地面、调度室、井下所有工作面联系。
信号
各部输送机皮带头、绞车间设双向对打声光信号装置。信号规定：一停，二开，三倒，乱点为事故点。岗位工不准离岗，严禁无人运行。岗位工通过点击各种信号，指挥设备正常运行。
第六章 劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳 动 组 织
一、作业形式
采用“三八”作业制。严格执行现场交接班制度，每天零点班、八点班各出勤18人，为生产班，四点班半班检修，半班生产。出勤29人(包括运料工)，全天出勤66人，所有职工必须持证上岗。
劳动组织
在实际工作中既要有分工，又要有相互配合，共同完成生产任务。炮掘期间：零点、八点各两个循环，四点班一个循环（前半班检修），每个正规循环为1.5米，全天累计掘进巷道7.5m。综掘期间：零点、八点班各掘进三个正规循环(三网)，并打注六根锚索，四点班两个正规循环(二网)，打注四个锚萦，即每天8个正规循环，每个正规循环为1.5米，全天累计掘进巷道12m。
1. 炮掘劳动组织定员见附表三
2．综掘劳动组织定员见附表四
第二节 作 业 循 环
1. 炮掘正规循环作业图表见附表五
2. 综掘正规循环作业图表见附表六
第三节 主要技术经济指标
1．炮掘主要技术经济指标见附表七
2．综掘主要技术经济指标见附表八
第七章 安 全 技 术 措 施
第一节 一 通 三 防
一、通风管理
1.局部通风机必须由指定专人负责管理，大班由大班班长负责管理，小班由小班电工负责管理，保证正常运行。
2．使用局部通风机，无论工作或交接班，都不准单位随意停风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员、切断电源进行处理，恢复通风前检查瓦斯浓度，检查局部通风机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%，方可人工开动局部通风机。开启通风机，严格按《煤矿安全规程》第一百二十九条、第一百四十一条规定执行。
3．风机实行挂牌管理，牌板吊挂在风机旁的锚杆上，并与风机平行吊挂。
4．每月定期检修局部通风机，严格执行检修停风、停电审批制度，必须保证通风机连续运转，彻底消灭无计划停风、停电现象。
5．掘进头要保证良好的通风系统，风筒吊挂平直整齐，所有人员都必须爱护通风设施。
6．工作面停风，所有人员都要撤到全风压进风流处，并在该盲巷口设置栅栏、警戒。恢复通风时，要执行有关排瓦斯规定。
7．瓦检工除检查窝头的瓦斯外，每班要巡回检查巷道内局部地点的瓦斯情况。冒高部位应采取有效的防瓦斯积聚措施，发现巷道挂汗处要认真检查CO和CO2以及温度情况，发现异常情况及时进行处理，并向上级汇报。发现高温火点，先断盲巷动力电源，然后采取浇水、注水或捅放顶煤等措施直接灭火，通风人员确定放煤地点、由通风队救护人员放煤，由区队人员清煤，并立即汇报调度室。遇以上情况，区队人员要听从通风人员指挥，并由通风人员、安监员和跟班队长根据现场情况确定采取应急措施。
8．该盲巷停风恢复通风时必须按有关规定排放瓦斯，两个及两个以上地点排瓦斯必须明确排放顺序，确保风流中瓦斯浓度在0.5%以下。进行临时封闭的巷道进行“三断”或恢复“三断”时，必须按集团公司及矿有关规定执行。
9．当班队长、班长、放炮员、电钳工必须携带便携式瓦斯报警仪。
二、防尘管理
1．巷内必须建立完善的防尘洒水管路，安设2寸静压水管，并每隔48m安设一道三通阀门。
2．炮掘耙煤机卸料槽上方安装水幕，实现扒装喷雾，耙装前对煤堆洒水。
3. 煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。
4. 23130下巷掘进中，23130下巷石门至少设2道水幕：一道为固定水幕，距23130下巷石门皮带头以下50m处；另一道为窗纱水幕，距23130下巷石门皮带尾以上20m处。在23130下巷内掘进至少设2道水幕：一道为固定水幕，距23130下巷皮带头以里80m处；另一道为移动窗纱水幕，距工作面30～50m紧跟掘进机。巷道内沉积煤尘长度必须小于5m，厚度小于2mm。水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于0.1m 。
5.每周对全巷进行一次煤尘冲洗，清扫工作，连同巷内浮煤定期清运。
6.司机及巷内工作面人员佩戴防尘口罩。
7.防尘设施、设备指定专人管理，不得随意拆除。
8、后期采用掘进机施工时，掘进机内外喷雾降尘。割煤前、后及装煤过程中洒水降尘。
三、防灭火管理
1．井下输送机皮带采用阻燃胶带。
2．巷内浮煤定期清扫，煤尘定期冲洗。
3．电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室、队值班员作详细汇报。
4．严禁火种入井，严禁使用灯泡取暖。
5．用静压水管作消防水管。
6．严禁明火作业，严禁电气失爆。
7．在易摩擦、撞击产生火花的地方洒水降温。
8．各部胶带头配备2只合格的灭火器、1把消防锹和0.2m3的灭火砂。
四、防瓦斯管理
1、由通风队区域瓦检员负责对23130下巷内瓦斯每班至少检查两次，重点检查上巷正头及回风流，如实填写瓦斯记录牌板，严禁漏检、假检，发现异常应立即汇报矿调度室，并通知施工队迅速切断上巷电源，撤出人员。
2、由通风队负责按规定数量和位置在上巷安装瓦斯自动断电报警仪，并负责测试校正，保证探头距正头不大于5m。报警沼气浓度≥0.8％，断电沼气浓度≥0.8％，其断电范围为局扇供风巷道内所有非本质安全型机电设备，复电沼气浓度＜0.8％。
3、通风队按规定的数量和位置悬挂好隔爆水袋，并确保水袋内始终装满水，隔爆水袋位置距下巷正头不超过60～200m规定距离。
4、加强通风管理，严禁任何人随意撕拆风筒，严禁无计划停风。如遇停风后，应立即将23130下巷内所有人员撤至23皮带下山新鲜风流内。
5、风机停风后，必须向调度室汇报，在恢复送风前必须检查上巷气体，只有CH4浓度降到0.5％以下时，方可按规定开启风机。如遇长时间停风，由通风队制定排放瓦斯措施，进行专门排放。风机恢复送风10分钟后，再向23130下巷正头送电。
6、掘进头人员发现风量骤降，要立即撤出人员，查明原因，进行处理。发现风筒口距正头超过5m，可自己续接风筒，进行临时吊挂，并向矿调度室汇报。通风队每天保证掘进头有一节备用风筒。
7、严格执行“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”制度。机电科、生产科联合每月对“两闭锁”情况进行一次测试。
8、当班班长、放炮员、流动电钳工、跟班队干必须携带便携式瓦斯检测仪。
9、风机设专人看管，并悬挂局扇管理牌板，保证新鲜风量大于风机吸风量。
10、巷道拐弯处用弯头连接，严禁拐死弯和急弯；风机出口处用加强风筒连接，风筒要缝环必挂，吊直吊平，并及时补粘漏风口，确保上巷正头掘进用风。
11、凡在上巷工作的单位要对职工进行通风重要性的教育，严禁在风筒上戳洞 。
12、施工队对外露超过250mm的锚索必须及时予以切掉并用破布包裹索头，以免其刺破风筒。
顶板管理
1．每次接班后，爆破前后，工人进入窝头前都应由跟班队长、班长或安全员由外向里认真检查支架、钢带、锚杆、锚索支护状况，发现巷道压力大、下沉量超过300mm、锚索断裂等情况，及时向上级反映并临时打点柱、抬棚或补打锚索加强支护，必要时套工字钢棚。锚杆、锚索失效时要及时补打。
2．炮掘施工时，每次临时支护前、打眼前、爆破后及每道工序开始时，都要进行敲帮问顶。敲帮问顶由2名有经验的老工人配合进行，一人用长柄工具敲帮问顶，处理活矸、活煤，另一人配合监视顶帮。作业人员必须站在永久支护下的安全地点操作，且保证退路畅通，严禁空顶作业。综掘施工时，也必须和炮掘施工一样进行上述操作。
3．如巷道顶板塌落，原则上塌多高锚多高，联好网。如遇断层等地质构造或顶板破碎区时，必须缩小锚杆支护和锚索支护的排间距，必要时根据实际情况采取其他有效的支护形式。
4．锚杆、锚索必须按规定角度打眼，不得打穿锚眼或在顺层面、裂隙面打眼。
5．锚杆打注时，必须按设计进行布眼，其排间距不得超过设计±100mm。
6．锚杆安装要牢固，托板紧贴顶板钢带不松动。
7．巷内松动锚杆必须及时紧固，无法紧固或失效锚杆（锚索）要及时进行处理，并在附近0.3m范围内适当位置补打同规格的锚杆或锚索。
8．打注锚杆时，必须在前探梁掩护下由外往里逐一进行，打一根、注一根、安装一根，前一个没有完工，下一个不得开工，任何人不得在空顶下作业。
9．下列情况应立即停止打眼进行处理：
（1）顶板压力大，临时支护未跟上时。
（2）巷道有挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、淋水增大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水、水色发浑、有臭味等透水征兆时。
（3）电钻温度超过规定和漏电时。
（4）眼内有瓦斯涌出，有响声，瓦斯超限时。
（5）打眼无水时。
（6）炮掘施工时，严禁打眼和装药平行作业。
10．打注锚杆必须符合《煤矿安全规程》第四十四条规定。
11.坚持“敲帮问顶”制度，认真使用好超前支护，严禁空顶作业；严禁在临时支护的顶板下进行锚帮作业，锚网前必须将正头煤壁的活煤处理掉，严防其突然垮塌砸伤人员。
12.开口丁字头、十字头、断层构造带必须打抬棚及打点杆加固，最大空顶距缩小为0.9米。
13.凡上班未锚完的顶、帮，接班后由下班继续锚网，严禁留眼掘进；顶板正常时,锚索距正头距离不得超过15米。顶板破碎时,锚索紧跟窝面。
14.凡发现顶锚杆失效出现面积大于0.5米2网兜 ，或者上、下角片帮超过0.3米宽的顶板，必须加打一根或数根同规格的锚杆。
15.已掘巷道出现锚杆（索）失效的，采取打点柱或打顺巷抬棚进行加固。
16.在顶板破碎带施工，必须设专人看顶，采取打戴帽点柱进行临时支护。
17. 巷道开口5m范围内，掘进锚索间距1.5m；同时开口5m范围内的老巷也要补打锚索，老巷锚索间距0.75m ，锚索三排。
第三节 爆破
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”。
2．工作面采用毫秒爆破，总延期时间不得超过130ms，应全断面一次起爆。
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、支架完整且避开机械、电气设备地点。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、支护完好、避开电气设备和导电体在爆破员工作地点附近进行，严禁在炸药箱上装配起爆药卷。
（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）采掘工作面的空顶距离不符作业规程规定，或者支护材料有损坏，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0.5%。
（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1/3以上。
（4）炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透采空区等情况。
（5）掘进工作面风量不足。
（6）有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗，有水叫、雾气）。
9．放炮前，班组长必须亲自布置专人在所有通往放炮地点道路上且距放炮地点100m以外的安全地点进行警戒，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。放炮距离不小于80m，并且要避开放炮的直射方向。
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。
（5）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。
11．井下爆破必须使用发爆器。
12．爆破员必须最后离开工作面，并必须在安全警戒线以外安全地点起爆。
13．爆破员的把手、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，不得将把手或钥匙插入发爆器；爆破后，应立即将把手或钥匙拔出，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，必须先发出爆破信号，至少等5s，方可起爆。
15．爆破后，待工作面的炮烟被吹散，跟班队长、爆破员、瓦检员和班组长必须首先对爆破地点进行全面检查，如有危险情况，必须立即处理。
16．通电拒爆时，爆破员必须先取下把手和钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结短路；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。
17．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。处理拒爆时，必须
18．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。
19．严禁放明炮、糊炮。
20．炮眼必须装水炮泥。
21．23130下巷开口掘进5m范围内，要求通风队放炮员放松动炮，装药量比正常减少一半。严格坚持“一炮三检”及“三人连锁”放炮制度。
第四节 防治水
1．巷道低洼处，在非行人侧掘水泵窝，并配备潜水泵进行排水。
2．掘进工作面或其他地点有透水预兆：挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑臭味等异状时，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，撤出所有受水威胁地点的人员。掘进时，必须坚持“有疑必探、先探后掘”、“长探短掘”的原则。
第五节 机 电
1．井下供电要做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
2．井下设备严禁带电检修和搬运设备（包括电缆、电线）。检修、搬迁、更换电气设备，必须切断电源，然后按规定进行验电放电，严禁带电作业。非电工人员严禁拆卸、安装电气设备。停电检修，续接电缆必须派专人在停电开关处看守，并把开关手把锁上。
3．机电设备检修必须切断电源、检查瓦斯并进行断电、验电、放电工作，把开关手把打到零位并闭锁，挂上“有人工作，不准送电”牌，且有专人看管。执行谁停电谁送电，不得用电话联系停、送电制度。
4．所有开关必须上架。小型设备要上板固定，两台以上设备上同一架时必须排列整齐，设备间距0.8m，并距帮0.5m。
5．电缆吊挂间距不得大于1.5m，电缆不能悬挂在水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物体，电缆与水管不得在巷道同一侧敷设。
6．井下机电设备必须消灭失爆，保持完好。
7．井下电器设备保护接地严格执行《煤矿安全规程》中有关规定，装设好保护接地，阻值必须测定且小于2Ω。
8．井下各种开关必须按实际负荷整定电流，不许随意增大电流整定值。
9．各台机电设备必须挂牌管理，实行包机制，设专人负责。
10.设备和电缆标志牌要齐全并填写正确，设备卫生符合要求，禁止淋水滴在电气设备上。
11.入井电气设备必须达到防爆标准，并有“MA”标志，否则禁止下井使用。电气设备完好率达到90％，电缆合格率95％，设备防爆率100％。
12.巷道信号、照明、煤电钻必须坚持使用综合保护，每班由跟班电钳工试验一次。
13.电缆用塑料编织条，按每0.75米间隔吊挂一次。信号线悬挂在动力电缆以上0.1m位置，电话电缆应挂在信号线以上0.1m位置。23130下巷电缆吊挂在巷道下帮第三根锚杆处并距下帮1700mm，并吊平吊直。
第六节 炮掘运输
1．炮掘耙煤机司机必须持证上岗，司机装煤前要对机器活动范围内与支架顶帮是否安全进行检查，发现问题时妥善处理后方可开机工作。
2．耙煤机必须使用卡轨器、戗杆稳定牢固，工作时，必须按操作规程规定执行。
3．耙煤机绞车与刹车装置必须完整可靠。
4．耙煤前，司机要对耙煤机各部分进行详细检查，发现问题及时处理。
5．耙斗与钢丝绳应用绳卡或绳套固定。
6．耙煤机装煤时，不准在机器两侧及耙斗行程内有人，以防翻倒或断绳伤人。
7．工作面尾轮前在运行时不准站人或进行其他工作。
8．装煤与打眼平行作业时，尾轮必须吊挂在距工作面往外10m处。
9．每隔20m移一次耙煤机，延伸一次胶带，移机后，耙煤机距工作面5～7m。
10．出煤时，固定楔的眼孔位置一般高出碴堆煤堆800～1000mm，并略向下倾斜3°～5°，眼孔深应根据煤层软硬确定，但不应低于500mm，固定铁楔长600～700mm。打完楔眼后，先将锚绳插入孔内，再用大锤将铁楔打紧打牢。
11．掘进工作面的移动式设备，每班工作结束后，必须立即切断电源，并打开离合器。
12．输送带运输应遵守下列规定：
（1）皮带司机经安全技术培训，持证上岗。
（2）输送带安设独立的信号系统，信号不清不准开机。信号标准：一停、二开、乱响紧急停机。
（3）开机前，检查输送带各部位是否完好，输送带接头是否牢固，是否跑偏，张紧程度是否正常，托辊运转是否灵活。
（4）严禁机器倒传（检修除外），严禁乘人和拉运其他设备物料，机器转动时不得检修。
（5）机器启动困难或负荷突然增大，严禁立即启动，严禁强行启动。
（6）巷内每500m设置一处行人过桥，输送带机头后及机尾必须设置行人过桥。输送带必须设置“严禁蹬胶带”的醒目标志。
（7）经常清扫机器各部，特别保证机头机、尾清洁整齐，不得有浮煤堆积。
（8）停机时，必须将输送带上的杂物拉尽后才停机；工作结束后，开关手把必须打到零位并闭锁。
（9）启动输送带时先要点一下胶带，然后再开。
（10）输送带铺设平、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。
（11）输送带上下托辊必须转动灵活无缺失，必须清理底胶带浮煤，防止底输送带和大块煤摩擦起火；检查清煤器是否起作用；胶带转动带到托辊上的尼龙绳必须及时取掉，以免引起摩擦起火。
（12）胶带机头、机尾设置防止人员与驱动滚筒和导向滚筒接触的防护栏，各部带式输送机主、副滚筒处安装隔板，各部输送带机尾安装尾罩。
（13）掏机尾工工作时，必须穿戴整齐、扎紧袖口，离开转动部位，用长柄工具停皮带清掏，严禁用手或皮带运转时，直接掏煤矸。
（14）输送带检修打卡子时，必须在远离主、副滚筒的安全地点。
（15）输送带必须安装综合保护装置，各项保护必须正常使用。
（16）各部带式输送机头必须有照明，并配备照明综保。
13．绞车坡提升应遵守下列规定：
（1）使用标准的插销、链环。
（2）各种保险设施必须齐全、牢固、可靠，并坚持使用。
（3）绞车、各车场必须设置声光信号、红灯，并做到信号不清不开钩。信号标准：一停、二开、乱响紧急停钩。
（4）严格执行“行人不开车，开车不行人”制度。
（5）绞车司机必须持证上岗，严禁无证操作。
第七节 综 掘 运 输
(1)掘进机司机必须经过专业培训，考试合格，持证上岗。
（2）坚持日常维修制度，及时添加各种油脂，更换截齿，杜绝液压油“跑、冒、滴、漏”油现象，保持卫生。
（3）掘进机前后照明灯、内外喷雾系统、急停按钮、警铃、电气保护必须正常投入使用，每班交接班各试验一次，发现问题入时汇报处理。
（4）掘进机司机离开操作台必须关闭磁力启动器开关，切断供电电源，并将切割头落地，起重油缸收尽。
（5）掘进机工作时前方严禁有人，并严禁人员以转载皮带桥上、下通过。
（6）坚持洒水割煤，拉皮带跑道前要理顺随机电缆、水管，清理跑道下浮碴，拉后要保证皮带尾跑道平（不得倾斜）。电缆及水管及时吊挂。650皮带续接H架、纵梁并加齐上、下托辊。
（7）维修掘进机人员严禁站在铲板上。换掘进机大件（超过100Kg重）必须用手葫芦，并设一名队干现场抓安全。掘进机停机时，严禁人员在护盖板上和转载皮带上休息。
（8）底皮带运料（油脂、炸药除外）时，里外信号联系清楚，运送物料期间，巷道内严禁行人。上料台及卸料台以外5米处要设专人把口并坚守信号按钮。
第八节 防冲击地压安全措施
1、煤厚大于4.5m时，每班掘进前，在正头，用长度1.0米联接钻杆在距上、下帮各1米，距顶板1.5 m -1.8 m，向底板前下方5°～ 8°，每掘进3米打一对深6.0米炮眼，每眼装10节炸药，放卸压炮。一次装药，串联起爆。
2、巷道内锚网支护材料一律平放在架板上。
3、凡巷高低于2米的地段必须及时落底，确保行人安全；外露超过250mm的锚索切割掉。
4、人员休息时，要与设备、设施保持一定的安全距离。
5、用于加固顶板的抬棚梁、点杆等要用铁丝与顶网固定到一起，防倒落砸人。
6、闲置设备一律放在下帮，且距窝不小于150米，也可打运到斜石门以外的岩巷内，巷内不准有杂物。
《掘进面发生冲击地压灾害时避灾路线图》见图20
第九节 掘扩切眼安全技术措施
（1）先掘西邦4m规格切眼，后扩东邦3m规格切眼。掘西邦4m切眼开口变向要求沿煤层顶板掘进169.614m(平距165.593m)时，该沿煤层顶板区段4m规格切眼采用4m长×0.08m宽(6孔X孔距0.75m )异型钢带、4.2m长×1.7m宽菱金属网、6排Φ22×2250销片式螺纹钢锚杆及3排Φ17.8×8000钢绞线锚索支护；然后变坡00 沿水平留顶煤掘进19.838m至23130上巷设计位置停掘。该留顶煤区段采用树脂锚网索与工字钢棚联合支护，先锚后架棚。锚网索规格要求采用4m长×0.08m宽(6孔X孔距0.75m )异型钢带、4.2m长×1.7m宽菱金属网、6排Φ22×2250销片式螺纹钢锚杆及3排Φ17.8×8000钢绞线锚索支护；滞后锚网索正头1.5m开始架设4m矿12﹟工字钢挡板梁×2.8m矿12#工字钢腿单棚，棚距中–中不超过0.4m。必须挂水平腰线掘进，腰线距棚口1.0m, 无水平腰线，严禁掘进。
（2）扩东邦3m规格切眼时，沿顶掘进区段采用3.2m长×0.08m宽×5孔×孔距0.75m异型钢带、3,2m长×1.7m宽菱形金属网、2排Φ17.8×8000钢绞线锚索及5排Φ22×2250销片式螺纹钢锚杆支护；扩3m规格切眼留顶煤掘进区段采用树脂锚网索与工字钢棚联合支护，先锚后架棚。锚网索规格要求采用3.2m长×0.08m宽×5孔×孔距0.75m异型钢带、3,2m长×1.7m宽菱形金属网、2排Φ17.8×8000钢绞线锚索及5排Φ22×2250销片式螺纹钢锚杆支护；滞后锚网索正头1.5m开始架设3.2m矿12﹟工字钢挡板梁×2.8m矿12#工字钢腿单棚，棚距中–中不超过0.4m。必须挂水平腰线掘进，腰线距棚口1.0m, 无水平腰线，严禁掘进。新扩切眼顶部必须与老切眼顶部水平，严禁出现台阶，若留煤皮段发生冒顶时，必须用坑木绞架眼，架眼顶帮必须使用荆芭背严，防止掉渣伤人。
（3）切眼两邦采用2.6m长×0.06m宽×4孔×孔距0.8m自焊钢筋梯、2.6m长×1.7m宽菱形塑料网及4排Φ18×1800螺纹钢锚杆支护。
（4）西邦4m切眼沿顶板掘进锚网索支护宽度4.0m、巷高2.6m；扩东邦3m规格切眼之后，沿顶板掘进的锚网索支护切眼总上宽7.0m，总下宽7.0m；要求西邦4m切眼留顶煤掘进锚网索支护上宽4.0m、下宽4.4m、巷高2.6m；扩东邦3m规格切眼之后，沿顶板掘进的锚网索支护切眼总上宽7.0m，总下宽7.0m；扩东邦3m规格切眼之后，沿留顶煤掘进的锚网索支护切眼总上宽7.0m，总下宽7.4m；要求扩切眼时，沿顶掘进的3.2m钢带与原4m钢带水平交叉0.2m，即3.2m钢带东端距4m切眼老中线不小于3.8m；西邦4m切眼留煤顶掘进锚网索支护之后的架4m矿12﹟工字钢梁×2.8m矿12#工字钢腿单棚下宽4.0m、巷高2.6m；留煤顶扩3m规格切眼之后的架3.2m矿12﹟工字钢梁×2.8m矿12#工字钢腿单棚下宽3.4m、巷高2.6m；，沿留顶煤掘进的架棚支护切眼总上宽6.7m、总下宽7.0m、巷高2.6m。要求扩切眼时，沿留顶煤掘进的3.2m钢梁与原4m钢梁水平交叉0.2m，即3.2m钢梁东端距4m切眼老中线不小于3.8m。（老切眼中线错处及拘帮处除外，钢带可以不水平交叉）。
（5）掘西邦4m规格切眼时，风筒安装在切眼西邦, 锚网索支护中线偏东邦0.8m，架棚支护中线偏东邦0.65m。防止风筒影响测中线。
（6）西邦4m切眼开口变向要求沿煤层顶板掘进169.614m(平距165.593m)时，变坡00 沿水平掘进19.838m至23130上巷设计位置停掘。
（7）扩东邦3m规格切眼前，首先加固老切眼，使用2.8m单体支柱×2.6mπ型钢梁（一梁四柱）抬棚，老切眼加固三排抬棚：即西邦一排抬棚距煤墙0.2m，东邦两排抬棚分别在40TX溜子两侧并距溜子外缘0.2m位置。要求40TX溜子铺设必须紧靠东邦煤墙。老切眼三排加固抬棚没有完成，严禁扩切眼。
（8）扩切眼时，要求紧靠新扩切眼东帮0.2m处再打一排2.8m单体支柱×2.6mΠ型钢梁（一梁四柱）加固抬棚，要求该抬棚滞后扩掘面正头不超过6m，够一个加固抬棚位置，必须及时打，严禁滞后。要求该抬棚距老切眼40TX溜子东侧抬棚相距不小于2.8m，不影响运支架。要求切眼内所有抬棚梁柱必须用绳索栓紧并连锁，防止倒棚伤人。
(9）掘进工艺：掘进4m切眼时，采用掘进机施工，自制650型电动滚筒皮带运输;扩3.0m切眼时，采用炮掘施工，SGW-40TX溜子运输，人工装煤。
(10）扩切眼炮掘卡口距离相邻不能小于20m，每个卡口扩邦放炮点每次放炮之前，由当班班长负责安排专人分别在距放炮地点80m以外安全处严格把口，撤走炮区内所有人员。
（11）溜子声光信号齐全有效，每隔30m安装一组信号及按钮。溜子运输期间要有专人看守信号按钮，严禁在溜子上运料及行人。
（12）切眼安装用绞车窝必须与新扩3m切眼对照齐，绞车窝规格：6米深×3米宽×2.6米高。该绞车窝采用锚网索与架3.2m工字钢棚联合支护。绞车窝顶采用3000mm×80mm×4mm×5孔异型钢带、3200mm ×1700mm菱形金属网及5排Φ22mm×2250mm 等强左旋无纵筋铁锚杆支护；绞车窝两帮采用2600mm ×0.06m ×4孔×孔距0.8m ×钢筋Φ12mm钢筋梯、2600 mm ×1700mm塑料网及5排Φ18mm×1800mm 螺纹钢锚杆支护。绞车窝顶板布置二排Φ17.8mm×8000mm型1860N/mm2钢绞线锚索支护，锚索间距1500 mm，排距1000 mm，距帮1000 mm。
（13）切眼两个机窝中心距及位置由机械化科确定。机窝规格：2.0米深×3.0米宽×2.6米高。机窝支护：顶板采用3000mm×80mm×4mm×5孔异型钢带、3200mm ×1700mm菱形金属网及5排Φ22mm×2250mm 等强左旋无纵筋铁锚杆支护 ；机窝两帮采用：2600mm ×0.06m ×4孔×孔距0.8m ×钢筋Φ12mm钢筋梯、2600 mm ×1700mm塑料网及5排Φ18mm×1800mm 螺纹钢锚杆支护；机窝中心顶板布置一排Φ17.8mm×8000mm型1860N/mm2钢绞线锚索支护，锚索间距750 mm，距两帮1.5m。
(14) 严格执行“一炮三检”制度。
《掘4.0m切眼锚网支护断面图》详见图11
《掘4.0m切眼架棚支护断面图》详见图12
《扩3.0m切眼锚网支护断面图》详见图13
《扩3.0m切眼架棚及加固支护断面图》详见图14
《切眼顶板钢带布置图》详见图15
《扩3.0m切眼加固支护断面图》详见图16
《炮掘扩3.0m切眼炮眼布置图》详见图17
《23130下巷切眼开口顶板钢带布置图》详见图18
《炮掘扩3.0m切眼爆破参数表》详见表二
第十节 其它安全措施
1．职工上班时，不得迟到早退，严禁饮酒，认真听取班前值班队长所讲当班安全注意事项和任务安排以及所贯彻的《作业规程》、《安全技术组织措施》中内容和其他各类文件精神。
2．上班人员不得穿着化纤衣服入井，并佩戴自救器，戴好安全帽。
3．入井人员乘坐大皮带时，严格遵守《乘坐皮带管理制度》规定。
4．入井人员乘坐行人车时，严格遵守《乘坐行人车管理制度》规定，严禁趴蹬跳。
5．物料运送的安全技术措施：
（1）人工抬运大件时，首先检查行走路线的支护情况、片帮情况，如有隐患必须及时排除后，方可抬运。
（2）检查行走路线上的一切障碍，排除后方可抬运。
（3）班组长、跟班干部必须亲自检查所抬运物料的捆绑情况，确认无隐患、无危险后方准作业。
（4）所有人员抬运时必须同肩抬放，齐心协力，同上肩、同下肩。
（5）所抬运物料，必须确认指定地点，严禁在巷内乱扔、乱放，外露的轴头、花键及其它部件，抬运前必须用麻布捆绑保护好，轻放以免损坏丢失，电机及其他严禁浸水物料过积水时，必须一气呵成。
6．掘进工作面标准化要实现“三齐”（工作面物料码放整齐、设备排列整齐、工具摆放整齐）、“两平”（巷道平直无凹凸、巷道平直无废物）、“七条线”（巷道掘进一条线、胶带稳装一条线、锚杆布置一条线、管路吊挂一条线、风筒吊挂一条线、轨道一条线）、“一畅通”（排水系统畅通）。
7．巷道内要做到“三无”（无杂物、无淤泥、无积水），淤泥积水长度不超过5m，深度不超过0.1m。
8．巷道内要悬挂“三图一表”、“质量标准化技术要求”、“安全操作口诀”牌板。
9.绞车要打好“四压两戗”或使用地锚，绞车坡提升坚持使用“一坡三挡”安全设施。皮带头、尾要打好点柱。
10.绞车、皮带、溜子声光信号要齐全有效，各种按钮灵活可靠，输送机尾信号要随输送机延长及时移动。
11.装卸材料、配件，必须有一名组长负责，车辆到位要支垫好前后车轮，材料配件必须按要求卸至规定位置，并码放整齐，悬挂上标志牌。
12.装卸大件要使用手拉葫芦，并选好起重点，采用钢丝绳套或链条作为联接装置。装抬运工字钢人员要事先约定好口令，配合一致。安装、拆除、检修设备时,作业人员必须要留设足够的安全空间及退路。
13.上井大件要背牢，捆绑好，经运输队信号工验收后方可挂勾。车侧要注明上井日期、单位名称。
14.各特殊工种必须坚守岗位，持证上岗，按章操作；严禁让无证人员顶替操作。
15.皮带运料必须在皮带尾适当位置设挡料板,防止材料卷入皮带尾滚筒内。有专人负责把口警戒
16.其他安全技术措施按《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》和有关文件规定执行。
第八章 灾害预防、处理及避灾路线图
第一节 爆炸事故发生时的措施
（1）一旦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根据现场情况，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）一旦人员无法撤出，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。
第二节 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）巷内一旦垮顶出路被堵，未堵人员要及时向调度室汇报，包括垮顶范围、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。
第三节 透水预兆
掘进工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑臭味等异状时，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，撤出所有受水威胁地点的人员。进入水情警戒线以内掘进时，必须坚持“有疑必探、先探后掘、长探短掘”的原则。
第四节 顶板来压预兆
托板压烂严重；顶板有“闷炮”声，巷道掉渣片帮严重；顶板破碎；支架断梁折腿、支架变形严重；顶板下沉离层有裂缝；打眼时卡钎。
遇上述情况时，工作面必须停止工作，采取措施进行处理架设临时木点柱、增大锚杆的支护密度、减少空顶距离、采取锚网支护、锚索排间距缩小、并紧跟工作面，遇危急情况及时撤离危险区。
第五节 瓦斯异常涌出预兆
工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降、煤壁发凉；遇地质构造或围岩松散区，瓦斯大量涌出 ；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。
第六节 避灾路线
（一）掘进面发生火灾及瓦斯灾害时人员撤退路线：
掘进工作面→23130下巷→23130下巷斜石门→23采区皮带下山→23采区皮带下山与－200m水平东大巷联络巷→－200m水平东大巷→－200m水平井底车场→暗主斜井大皮带→主斜井大皮带→地面。
《掘进面发生火灾及瓦斯灾害时避灾路线图》见图19
（二）掘进面发生水灾、冲击地压灾害时人员撤退路线：
掘进工作面→23130下巷→23130下巷斜石门→23采区皮带下山→23采区皮带下山与－200m水平东大巷联络巷→－200m水平东大巷→－200m水平井底车场→暗主斜井大皮带→主斜井大皮带→地面。
《掘进面发生水灾、冲击地压灾害时避灾路线图》见图20
