徐矿集团张双楼矿7423掘进规程

徐州矿务集团
掘进作业规程
矿别：张双楼煤矿
施工区队：掘进二区
巷道名称： 7423工作面
编制日期：2006年10月 20 日
编制单位月日编制单位负责人月日编制人月日生产部月日安监部月日掘进副总月日安全副总月日总工程师月日
ZSL/OD—JJ2—7423工作面
作业规程会审表
会审意见
目录
第一部分概况 (1)
第二部分地质说明书 (2)
第三部分支护说明书 (6)
第四部分爆破与耙装 (12)
第五部分劳动组织与主要技术经济指标 (15)
第六部分主要生产系统 (18)
第七部分避灾路线 (33)
第八部分主要技术安全措施 (34)
第一部分概况
一、工程概述
西一采区7423 工作面，西起-1000西一轨道下山，东至工业广场煤柱，上部为7421工作面（正回采），下部为七煤未采区。

掘进工程量：材料道685m，运输机道664m，切眼140m，探巷198m，进架子道199m，总工程量1886m。

材料道标高-800m，运输机道标高-852m。

预计运输机道2006年11月开工，待运输机道、进架子道、切眼施工完后再施工材料道，2007年4月竣工。

二、编制依据
本规程是根据《东一采区7423工作面设计》，地测组提供的《7423工作面掘进地质说明书》、施工单位的技术装备，工人操作技术水平、材料供应等实际情况，结合《煤矿安全规程》、《江苏煤矿安全技术操作规程》、《徐州矿务集团有限公司掘进顶板管理实施细则》、《徐州矿务集团有限公司煤巷锚杆支护技术规范》，由矿召集掘进、安监、机电、通风、地质、计设等部门共同研究编制而成。

第二部分地质说明书7423工作面掘进地质说明书
第三部分支护说明书
一、施工顺序
1、施工方法：炮掘。

2、先掘探巷、运输机道、进架子道、切眼、后掘材料道。

二、巷道支护形式及支护材料规格
（一）支护形式
运输机道、进架子道、切眼、材料道、均采用锚、梁、网加锚索联合支护。

（二）支护材料的选择及技术参数的确定
根据《徐矿集团公司锚杆支护技术规范》，并结合我矿实际，确定巷道支护参数如下。

1、运输机道、材料道
运输机道、材料道的巷道规格：（单位：mm）
顶板：运输机道采用锚梁网加锚索联合支护，顶板采用φ22×L2400mm 的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆及相配套的塑性减磨垫圈、等强防松螺母，锚杆间排距为750×750 mm，每排布置7根，配合Φ12mm钢筋焊制的托梁及宽度为1000mm金属平焊网，每根锚杆采用一支CK2350型树脂药卷进行锚固。

材料道采用锚梁网加锚索联合支护，顶板采用φ22×L2400mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆及相配套的塑性减磨垫圈、等强防松螺母，锚杆
间排距为750×750 mm，每排布置7根，配合Φ12mm钢筋焊制的托梁及宽度为1000mm金属平焊网，每根锚杆采用一支CK2350型树脂药卷进行锚固。

运输机道顶板沿中线布置一排φ15.24 mm，L6000mm小孔径预应力锚索，间距3000mm，材料道顶板在距中线两边各1.5m处布置双排φ15.24 mm，L6000mm小孔径预应力锚索，间排距3000×3000mm。

上帮距底板2m与煤壁成450夹角布置一排φ15.24 mm，L6000mm小孔径预应力锚索，间距3000mm。

每根锚索采用两支树脂药卷加长锚固，一支Ck2350放在端头部位，一支SS2370放在Ck2350下部。

两帮：锚网梁支护，采用φ18×L1800mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆及相配套的塑性减磨垫圈、等强防松螺母，配合宽度1000mm平焊网、Φ12mm钢筋焊制的托梁进行支护。

每排布置8根，高帮5根，低帮3根，锚杆间排距为750×750 mm。

材料道沿空掘巷时采用φ20×L2000mm的左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆间排距为750×750 mm。

2、支护材料的选择及质量要求
（1）锚杆：金属杆体抗拉屈服强度不小于320 Mpa，抗拉极限强度不小于500 Mpa，延伸率不低于16%。

锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工，尾部螺纹长度为100±5 mm。

（2）螺母：必须使用加厚的与锚杆相匹配的快速安装螺母。

（3）钢筋托梁：用Φ12mm圆钢加工，极限抗拉强度不小于360Mpa。

（4）金属锚杆托盘：厚度不得低于10 mm，面积不得小于100cm2（最窄边边长不得小于10 cm），孔眼眼位居托盘中间，直径比锚杆杆体直径大1.5～2 mm，用钻床或冲床加工。

不得使用铸铁托盘，托盘的抗穿透强度应
与锚杆的设计锚固力相匹配，顶板及两帮的倾斜锚杆应与异性托盘配套使用以提高锚固效果。

（5）塑性减摩垫圈：其强度必须与螺母扭距相匹配。

（6）锚索托板：用规格不低于18#的槽钢制成，长度为400mm，中间加焊150×150×10mm的钢板，孔眼直径16.5mm，居托板中间，且用钻床或冲床加工。

破坏载荷不得小于26t。

3、施工切眼、进架道时另行设计并制定施工安全技术措施。

（三）支护用作业机具型号和有关技术要求
1、锚杆机：采用MQT—120气动锚杆锚索钻机两台，一用一备，另配备若干与锚杆机配套的钻杆、钻头。

2、帮锚杆钻机：采用ZMS30型手持式气动帮锚杆钻机两台，一用一备，另配备若干与锚杆机配套的钻杆、钻头。

（四）支护工艺
1、临时支护
（1）采用3根吊挂式前探梁作为临时支护。

前探梁用8#槽钢对焊加工而成，长度3.5m，间距不大于1.5m，用金属锚杆和吊环固定，每根前探梁不少于两个吊环。

吊环形式为矩形，用20mm的圆钢焊制，使用时必须上满丝。

前探梁最大控顶距离为2.0m，前探梁上方使用规格不小于长×宽×厚=1800×200×150mm的木板、数量不少于2块，横向放置在前探梁的前端，并用木楔与顶板接实。

（2）当顶板不平整时，应使用3根带有初撑力、支撑高度为1.8m～3.0m 的金属安全点柱，合理有效地支撑顶板，作为临时支护。

2、永久支护
采用锚网梁加锚索联合支护，锚网梁支护与工作面放炮前的最大距离为1/2个锚杆排距,最小距离为0.2m。

锚索必须滞后迎头4/5个排距布置，但距迎头最大距离不得超过2个锚索的排距。

3、锚杆安装工艺
（1）顶帮锚杆每孔注CK2350树脂药卷1支，每根锚杆使用一个减磨垫圈套,锚杆外露长度10mm～40mm。

（2）使用CK2350树脂药卷时，搅拌时间10～15s，初凝时间20～40s，然后上紧螺母。

（3）托盘和托梁要紧贴壁面，锚杆与岩面、煤壁应垂直，偏差±5º。

顶板肩窝锚杆应向两帮倾斜，但与顶板夹角不小于65º。

（4）锚索应垂直于顶板或巷道轮廓线布置，角度误差不超过±5°，锚索孔深度误差－100～0㎜。

锚索间距误差不超过±150㎜。

钢绞线必须推到孔底，尾部露出锁具不得小于150mm，不得大于250mm。

锚索的预紧力不得小于100KN，不大于120KN。

（五）支护质量监测技术要求
1、锚杆间排距误差不超过±50mm。

锚杆孔深度误差0～50 mm。

锚杆必须推到底，外露长度10～40mm（安装撅顶道的锚杆外露30～40mm）。

2、Φ22mm锚杆拉拔力不小于 80kN，锚杆扭距二次紧固后250N·m≤扭距≤300N·m。

Φ18mm锚杆拉拔力不小于 60kN，锚杆扭距二次紧固后200N·m≤扭距≤250N·m。

3、在施工后的巷道内每100m安装一个顶板离层仪，监测顶板变化。

当运输机道顶板离层量大于10mm，材料道大于20 mm时，汇报相关部门采取措施。

巷道每掘进30～50m或300根（含300根以下）,必须对巷道锚杆进行抗拔力试验，确保锚杆的施工质量。

（六）特殊地段的支护方式和技术要求
锚杆支护巷道遇到断层或地质破碎带时应及时补充措施，优先选用锚杆、架棚联合支护形式进行支护，并根据现场实际适当调整支护密度，此种支护形式应延伸到围岩正常巷道的距离，且不得小于5米。

（七）巷道支护断面图（见附图）比例1：50 单位：mm
(1) 运输机道支护断面图Ｓ净＝12.1m2S毛=13.1m2
(2) 材料道支护断面图Ｓ净＝12.7 m2S毛= 13.7 m2
第四部分爆破与耙装
一、钻眼方式：
SMZ-12A型湿式煤电钻两台，一用一备。

1.8m长湿式麻花钎子若干。

二、爆破器材的选用：
1、选用乳胶煤巷炸药，安全等级不低于二级，煤矿许用毫秒电雷管（1～5段）。

煤巷装药结构采用正向爆破，不得采用反向爆破。

2、封孔材料为黄泥、水炮泥。

封泥长度不小于500mm。

3、爆破采用ＭＦＢ100—3型发爆器引爆。

三、煤巷耙装
1、装煤采用机械方式，选用ZMC-30型全液压侧卸式装煤机。

2、装煤机使用的方法及技术要求：
装煤机司机编员2人，1人操作机器，1人照看电缆或转载运输设备的配备工作，严禁非司机人员驾驶。

机器运行范围内不许站人或放置任何设备。

机器的卸载距离，一般控制在10m以内，以减少履带行走部件的损耗。

本机液压系统使用N68抗磨液压油，减速箱使用N220中极压齿轮油或N220EP压齿轮油。

开机前，必须对机器各部件进行全面检查，确保各部件灵敏完好时方可起动装煤机。

司机上机时严禁横向拽拉多路阀操纵手柄，严禁踩踏液压油管。

二、炮眼布置图爆破作业图表
（1）运输机道炮眼布置及爆破图表（见附图）
（2）材料道爆破图表（见附图）
第五部分劳动组织与主要技术经济指标
一、劳动组织配备表
1、运输机道
2、材料道
二、循环作业图表
作
业方式：三八作业制，每小班两个循环，每循环进尺1.6m，循环率80%。

三、主要经济技术指标
第六部分主要生产系统
一、运输系统：
1、运煤系统
⑴运输机道、切眼落煤→7423探巷→7421运输巷→－1000西一延深皮带→西二延深运输皮带→西二集中皮带巷→东一集中皮带巷→主井煤仓→提升至地面煤仓
⑵材料道落煤→7423探巷→7421运输巷→－1000西一延深皮带→西二延深运输皮带→西二集中皮带巷→东一集中皮带巷→主井煤仓→提升至地面煤仓
（3）材料道落煤→切眼→7423运输机道→7423探煤巷→7421运输机道→－1000西一延深皮带→西二延深运输皮带→西二集中皮带巷→东一集中皮带巷→主井煤仓→提升至地面煤仓
2、运料系统：
⑴材料道：副井→－750集中轨道上车场→－750集中轨道下山→－750集中轨道下车场→－750大巷→－750西一车场→7421运输机道车场→7421运输机道→7423材料道。

⑵溜子道、切眼：副井→－750集中轨道上车场→－750集中轨道下山→－750集中轨道下车场→－750大巷→－750西一车场→7421溜子道车场→7421运输机道→7423探巷→7423运输机道。

二、通风、防尘系统
一、风量计算：
材料道和溜子道供风长度、断面等参数都一样：
1、掘进工作面风量计算：
①按CO2涌出量计算：
Q扇１＝ qｇ×Ｋ掘1 ÷Ｃ回，m3/min
式中：qｇ——局扇供风井巷的平均CH4绝对涌出量，m3/min，一般应根据实测确定，风筒出口风量为185 m3/min时，CO2浓度为0.08%；
Ｃ回——局扇供风井巷回风流内气体最高允许体积浓度，对于CO2 , Ｃ回＝1.5％
Ｋ掘1——局扇供风井巷瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，应根据实际观测的结果确定。

取2。

Q扇2＝ qｇ×Ｋ掘2÷Ｃ回
＝0.148×2÷（ 1.5%）
＝19.74 m3/min
②按迎头风速、温度计算
该巷道断面积为12.1米2，27℃，供风长度为1680米
Q扇3＝ 60×Ｖ掘×Ｓ掘max×Ｋ掘2
＝60×0.25×12.1×1.32
＝240 m3/min
③按人数计算： 88 m3/min；
④按炸药计算，一次最大炸药用量为 5.4公斤，需要风量为25×
5.4=135m3/min；
2、局部通风机选型：
①局部通风机工作风量计算：
1500m用20m一节的风袋，
P= 1/（1-nl）=1/（1-93×0.002）=1.229
Q扇＝Q掘×P =240×1.229=295 m3/min
②局部通风机工作风压计算：
1400m风袋换成直径800mm的，
Rp1＝6.5α×L/（d5）+（n×ζj0+∑ζbei＋ζin）×［ρ/（2s2）］
=6.5×0.0032×280/0.65+（23×0.13+1.25+0.1）×[1.22/（2×0.07986）]
=108.1（ N.S2/m8）
Rp2＝104.3（ N.S2/m8）
H＝Rp×Q扇×Q掘 =212.4×（295/60）×（240/60）=4177 Pa
③选择合适的局部通风机：
选选DFSA-5.6型2×15KW局扇。

3、根据所选局扇，确定局部通风机的工作风量：工作风量取310 m3/min
4、全负压供风量计算：
Q全=310+15×12.1=492 m3/min
当掘进1000 m以内时，800 m 直径800mm的风袋，600m用20m一节的风袋。

P= 1/（1-nl）=1/（1-70×0.002）=1.163
Q扇＝Q掘×P =240×1.163=279 m3/min
H＝Rp×Q扇×Q掘 =143.4×（279/60）×（240/60）=2667 Pa
所以掘进1000 m以内时，可以用28KW的局扇。

二、通风系统
溜子道：地面→主、副井→井底车场→东放石门→东一九煤下山→-650车场→东一皮带延伸下山→7423溜子道→局扇→风筒→7423溜子道掘进头→溜子道绕道→东一九煤延伸下山→东一-650车场→东一轨道下山→东一轨道下山上车场→东一轨道上山→-260m东回风道→风井→地面；
材料道：地面→主、副井→井底车场→东放石门→东一九煤下山→-650车场→东一皮带延伸下山→9113溜子道→局扇→风筒→7423材料道掘进头→9113溜子道绕道→东一九煤延伸下山→东一-650车场→东一轨道下山→东一轨道下山上车场→东一轨道上山→-260m东回风道→风井→地面；三、防尘系统
材料道、溜子道：-279水池→东一轨道上山→-500东大巷→东一皮带下山→东一皮带延伸下山→7423材料道、溜子道迎头。

四、通风安全监测
7423掘进工作面通风安全监测监控系统：
1、溜子道：
监测分站安装在溜子道入口处，从分站引出4路工况传感器，分别为2路溜子道迎头和回风瓦斯传感器、2路风机开停传感器。

由分站引出1路远控断电开出通过低压断电器与溜子道风机开关和磁力断电开关组成瓦斯风电闭锁系统。

掘进期间瓦斯风电闭锁断电控制范围为：溜子道内全部非本质安全型电气设备。

2、材料道：
监测分站安装在材料道入口处，从分站引出4路工况传感器，分别为2
路材料道迎头和回风瓦斯传感器、2路风机开停传感器。

由分站引出1路远控断电开出通过低压断电器与材料道风机开关和磁力断电开关组成瓦斯风电闭锁系统。

掘进期间瓦斯风电闭锁断电控制范围为：材料道内全部非本质安全型电气设备。

供电系统图如下：
三、供电系统
根据地质组、计划设计组提供的图纸资料编制7423工作面上、下顺槽掘进供电系统说明。

一、概述
由7423工作面图纸资料可知，上下顺槽总施工量约3600m。

先由下顺槽施工，施工到－850排水基地放水巷形成回风系统时，上下顺槽同时施工。

根据7423工作面机电设备的参数、容量及距离变电所的远近、工
作面供风的条件，设备安装布置地点等，拟定7423供电设计方案为：高压干线来自东一－650变电所高防开关，沿－650延伸胶带输送机道至7423下顺槽外口，在此放置一台移动变电站，供下顺槽一部胶带输送机、调度绞车及排水泵。

干线沿下顺槽至－850排水基地放水巷外口，在此另外放置一台移动变电站，供上下顺槽机电设备用电。

上下顺槽采用双风机双电源，备用风机电源来自－850排水基地。

详细的供电方式见《7423上下顺槽掘进供电系统图》。

1、下顺槽外口移变：
设计装机功率： P e =150.4(KW) 需用系数：K x 取 0.6
加权平均功率因数：cos ψ取0.8 计算容量：S 1=
ψ
cos PeKx =8.06
.04.150⨯=112.8KVA630 KVA
选择KBSGZY-630/6/0.69型移动变电站（考虑到将来工作面采煤，安装400KW 胶带输送机），满足要求。

2、放水巷外口移变：
设计装机功率： Pe=471.6＋438.5=910.1(KW)
需用系数：K x ：取 0.6 功率因数：cos ψ取0.8 计算容量：S 2 =
ψ
cos PeKx =8.05
.01.910⨯=569KVA<630KVA
选择KBSGZY--630/6/0.69型移动变电站，满足要求。

四、高压电缆的选择：
供工作面移变的高压电缆
设计装机容量：P ＝150.4＋910.1＝1060.5KW
负荷电流：I =ϕcos 3U p k x =85
.0635
.10606.0⨯⨯⨯=72.3A<135A
主干线选择MYPTJ-6-3×35+1×16软电缆，载流量135A ，满
足载流量的要求。

五、移变二次侧电缆的选择 1、按电缆长时允许载流量选择电缆：
（1） 下顺槽移变低压电缆选择
I = U s 3=3
69.04.150⨯=125A<217A
选择电缆的型号MYPTJ-70mm 2橡套电缆，载流量：217A ＞165A ，符合要求。

（2）下顺槽移变低压电缆选择
①、带下顺槽二部胶带输送机电缆选择： 负荷电流：
I = U Kxs 3=69
.039.0221⨯⨯=166A<217A
选择电缆型号MYPTJ-70mm 2橡套电缆，载流量：217A ＞245A ，符合要求。

②、带下顺槽综掘机电缆 负荷电流：
I = U Kxs 3=69
.037.05.220⨯⨯=129A<A
选择电缆MYPTJ-70mm 2橡套电缆，载流量：217A ＞165A ，符合要求。

（3）带上顺槽设备电缆选择 ①、带上顺槽迎头设备电缆选择： 负荷电流：
I = U Kxs 3=1
.136
.0262⨯⨯=131A<176A
选择电缆型号MYPTJ-70mm 2橡套电缆。

载流量：217A ＞131A ，符合要求。

②、代放水巷设备电缆选择： I =
U
Kxs 3=
69.036.04.243⨯⨯=121A<176A
选择电缆型号MYPTJ-50mm 2橡套电缆。

载流量：176 A ＞121A ，符合要求。

2、按允许起动条件校验电缆截面：
由于迎头掘进时采用了大功率的综掘机设备，且距离变压器较远，每一次综掘机的起动，均会造成采区供电网络的电压波动，煤矿供电要求：采区机电设备正常运行时，其电动机的端电压损失不得超过额定电压的
10％，而起动时的电压不能低于U Q min=Ue aQ
KQ
=478V ，
选择该工作面中起动最为困难的掘进机进行校验起动条件下的电压损失，若起动电压损失不超过475V ，则其他机电设备的起动均能满足要求。

相关参数：
Sbe ＝630KVA ΔP ＝4600W Ud%=5.5 %
则：移变电阻压降百分值Ur ＝Sbe 10∆P =630
104600
⨯＝0.73％
移变电抗压降百分值Ux ＝22Ur Ud －=2
2%73.0%5.5－＝0.05％
移变每相电阻：Rb=ΔP/3Ie 2=4600/858675=0.0054Ω
移变每相电抗：Xb=10Ux ×U 2e 2/Sbe=0.004Ω
①采煤机起动时移变内部电压损失：
ΔUb ＝3（Iq ＋∑I ）×（Rbcos Φ＋Xbsin Φ）
=3（805＋465）×（0.0054×0. 5＋0.004×0.87） =13.6V 式中：
Iq: 综掘机截割头电机启动电流
∑I ：指除截割电机电机外，移变二次侧其他设备的运行电流，
∑I ＝810.1×1.15×0.5＝465A
cos Φ取0.5， sin Φ取0.87 ②综掘机起动时供电电缆电压损失： ΔU L1＝3（Iq ＋∑I ）×cos ΦL ρ/DS
=3（805＋64.4）×0. 5×600×0.0184/140 =59V
ΔU L2＝3（Iq ＋∑I ）×cos ΦL ρ/DS
=3（805＋64.4）×0. 5×680×0.0184/70 =134V
Iq:综掘机截割电机启动电流
∑I ：指除截割滚筒电机外，掘进机其他设备的运行电流;
∑I ＝56×1.15＝64.4A
功率因数cosΦ取0.5
ρ：为铜导线的电阻率ρ=1/D，其值为0.0184Ω·㎜2/m
L为掘进机电缆线电缆长度600m+680m
DS为导线截面为(140+70)㎜2
则掘进机起动时总的电压损失为:
ΔU=ΔU be＋ΔU L=13.6＋(59+134)=206.6V
③校验条件：
U2e-ΔU≧U Qmin=693-206.6=486.4V≧478V
以上表明掘进机起动时,选定以上设备和电缆满足掘进机起动要求。

3、按正常情况下允许压降来选择电缆
660V供电系统允许电压损失为63V。

由于工作面供电距离最远，功率最大的掘进电缆电压损失最大，故计算时选择距离最远，功率最大的掘进机线路计算。

①掘进机电缆电压损失：
U j1=1000PeL/ηSUeγ=156×600×1000/0.95×693×140×42.5 =23.9(v)
U j2=1000PeL/ηSUeγ=156×680×1000/0.95×693×70×42.5
=54.2(v)
式中：Pe为掘进机功率
η电机效率取0.95
γ电导率取42.5 m/(Ω.mm2 )
S导线截面, m㎡
②移变电压损失:
ΔUb=3Ib(RbcosΦ+ XbsinΦ) =3×535×(0.0054×0.5+0.004×0.87)
=5.7(V)
式中：Ib移变二次侧电流
Rb, Xb移变每相的电阻、电抗。

③支线电缆很短，故电压损失可以忽略不计
采煤机总电压损失为ΔUe=ΔUb+ΔUj=5.7+(23.9+54.2)=83.8(V)，<63V ,
不满足要求。

把变压器的高压输入端改接在－5％抽头上，允许电压损失由
原来的63V提高到97.5V，满足要求。

六、各种开关、磁力起动器的保护定值（开关编号详见供电系统图）
第七部分避灾路线
一、发生火灾、煤尘、瓦斯爆炸时，应立即佩戴好自救器，撤至新鲜
风流中，避灾路线为：
1、溜子道、切眼：
（1）溜子道、切眼→7423探煤巷→7421运输机道→-841车场→－1000轨道下山→－750西二车场→－750集中轨道下山→集中轨道－500上车场→副井→地面。

2、材料道
（2）材料道迎头→7423探煤巷→7421运输机道→-841车场→－1000轨道下山→－750西二车场→－750集中轨道下山→集中轨道－500上车场→副井→地面。

二、迎头发生水灾时：
1、运输机道、切眼：
（1）运输机道、切眼→7423探煤巷→7421运输机道→-841车场→－1000轨道下山→－750西二车场→－750集中轨道下山→集中轨道－500上车场→副井→地面。

2、材料道
（2）材料道迎头→7423探煤巷→7421运输机道→-841车场→－1000轨道下山→－750西二车场→－750集中轨道下山→集中轨道－500上车场→副井→地面。

第八部分主要技术安全措施
一、施工准备
一、施工准备
1、施工前由区长负责组织，技术员传达贯彻本规程。

传达后进行考试，并签字，考试合格后方可下井进行掘进作业。

2、开工前，必须准备好风水电及所有材料、工具、设备等，风机正常运行，迎头保证通风后，方可开工。

3、开窝前，对开窝附近10m范围内的巷道支护进行详细检查，当发现开窝附近的支护不符合要求时要进行加固。

4、开工前，地测科必须给好中线，按中线跟顶板施工。

二、一通三防
1、掘进巷道要做到有掘必透，局扇供风巷道中不得再开掘其它巷道，严禁出现长度超过3m的盲巷。

2、井下使用的各种油、棉纱、布等易燃易爆物品，应放在盖严的铁桶内，并有专人负责管理，严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

3、所有通防设施要确保完好并正常使用，严禁将同一处2道风门同时打开。

4、采用压入式通风，局扇及其开关安放在进风侧，距掘进巷道回风口大于10m。

5、严格执行测风制度，发现风量不足时立即停产处理，严禁局扇喝循环风。

6、局扇必须安装风电闭锁装置，实行采掘供电分开，严禁无计划停电停风。

使用“双局扇、双电源”，安装自动切换装置。

7、局扇停止运转时，严格执行“停电、撤人、设置栅栏警标”的规定，
并汇报通风值班室。

恢复通风前必须按规定检查瓦斯和二氧化碳浓度，只有停风区中瓦斯浓度不超过1%，二氧化碳浓度不超过1.5%，且局扇及其开关地点附近10m范围内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工启动局扇恢复通风，并汇报通风值班室。

如果瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，要汇报通风值班室，按有关规定，采取措施进行处理。

8、严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”等制度，有人工作时每班检查2次瓦斯和温度，无人工作时每班检查1次瓦斯和温度，发现有害气体浓度超限时，要立即汇报通风值班室和矿调度室，采取措施进行处理。

9、防尘设施齐全可靠，各运输转载点附近要设有防尘、消防“三通”阀门，各种喷雾装置正常使用，严格实行水打眼、水炮泥、炮前炮后洒水等综合防尘措施。

距迎头50m以内的巷道，每班洒水防尘1次，由施工单位负责，距迎头50m以外的巷道，经常洒水防尘（由通风科负责），保证无积尘。

杜绝粉尘飞扬现象发生。

10、掘进巷道的防尘管路采用4寸铁管，每50m至少安设1个“三通”阀门，每500m安设1个截止阀门，管路吊挂平直、牢固，不得用单铁丝吊挂，无滴水、漏水现象。

11、防尘管路（包括三通短节）下井之前必须刷漆，开窝向里的防尘管路要进行编号，编号滞后于迎头不大于50m。

12、风筒直径不小于600 mm。

风筒吊挂平直，无破口、无死弯，不得倒接和花接，新风筒不得接在迎头，风筒出口距迎头不得大于5m。

13、掘进迎头水头上要安装2寸消防栓和不少于50m的水龙带，按规
定安装隔爆水袋。

14、掘进过断层或一旦出现高冒，施工要用不燃性材料接实顶，必要时采取喷浆封堵、注防灭火剂等措施防火。

查火员实行挂牌管理，按规定定期进行防火检查。

15、耙装机钢丝绳严禁打结，出现毛刺要及时更换。

16、皮带机头配备2台灭火器、不少于0.3m3沙箱、2把消防铲、25m 消防软管、2只桶等消防器材，并安装超温保护和烟雾保护等保护装置。

17、严格按规定安装沼气自动检测报警断电装置。

迎头的断电仪探头安装在距迎头5m范围内的风流中,并且距顶不大于0.3m，距帮不小于0.2m。

18、转载点落差大于0.5m时要安装漏斗。

19、若掘进巷道发生火灾时，必须遵守“保持原有通风状态”的原则，即：局扇运转时不得盲目停止运转，局扇停止运转时不得盲目开启。

20、任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。

矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火。

三、顶板管理
1、所有人员进入工作地点必须先检查后工作，要用长把工具站在安全地点进行敲帮问顶，找掉危岩活石或煤块，找掉工作应由外向里由上至下逐步进行。

2、正常情况下，每循环进尺为1.6m，在顶板破碎、裂隙发育、伪顶大于500mm的地段，爆破要浅打轻放，缩小循环进尺至0.8m，严禁放大炮。

3、锚网梁支护时：
（1）顶板必须采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，严格掌握锚杆施工角度，托盘和托梁要紧贴壁面，锚杆与岩面、煤壁要垂直，偏差±5º。

顶板肩窝锚杆应向两帮倾斜，但与顶板夹角不小于65º。

锚杆间排距误差不超过±50mm。

锚杆孔深度误差0～50 mm。

锚杆必须推到底，外露长度10～40mm（安装撅顶道的锚杆外露30～40mm）。

（2）锚杆托盘与螺母之间必须使用塑性减磨垫圈，当班进入作业区后，必须对上一班施工的螺母进行二次紧固，以确保螺母扭距不小于规定数值。

二次紧固必须符合以下要求：Φ20mm、Φ22mm，250N·m≤扭距≤300N·m；Φ18mm，200N·m≤扭距≤250N·m。

（3）网的搭接、压茬、连接应符合要求。

压茬宽度为100～200 mm，并用铁丝双排扣连接，且将网拉紧压实，紧贴巷道围岩表面。

有条件用锚杆托板压网的必须采用锚杆托板压网；采用不压茬联接方式的，其网与网之间必须通过自身连接或用铁丝单排扣连接形成整体。

联网材料必须采用不低于14#的双股铁丝联接，联接点间距不大于200mm。

（4）使用树脂药卷时，必须正确按照产品说明书中规定的搅拌
时间、初凝时间进行操作。

（5）用锚梁网支护时，迎头必须使用3根吊环式撅顶道，运输机道间距1.5m，材料道间距1.5m，配合3根可伸缩性金属安全支柱，进行超前支护。

每次爆破后，要将撅顶道及时窜到迎头，穿上方木或半圆木接实顶板，做好临时支护。

当顶板开裂、不完整时，应配合安全点柱共同使用。

撅顶道吊环使用螺母厚度不低于25mm。

安装时必须上满丝，螺母不得加封板，。