工作面切眼施工 补充安全技术措施（优选10篇）

工作面切眼施工 补充安全技术措施

一、工程概况

2132工作面切眼现已施工51测点前67m处，巷道跟顶施工，现达到-8°下坡，顶板多处出现砂岩淋滴且个别锚索孔施工至7m以上位置时，顶板砂岩水顺孔淋水。为保证锚索打注质量和安全生产，保证巷道使用年限，依据施工现场情况，特编写施工补充措施，指导施工。

1、巷道布置

2132工作面切眼方位3°0′0″，巷道断面为矩形，设计总工程量190m。掘进层位:按中线平掘12m后跟顶掘进。服务年限:6个月。

2、巷道导硐施工断面

由于2132工作面切眼断面较大，为确保工程质量及施工安全，决定采用分次掘进方法进行施工。导硐施工断面规格:掘宽4500mm，掘高2900mm。

3、支护工艺

⑴、导硐施工掘进支护

由于切眼断面较大，为确保施工安全，决定采用分次掘进方法进行施工。第一次掘进切眼非采煤侧，掘进宽度4500㎜，高度2900㎜，其支护形式为:采用金属锚网、塑料网、单体柱、半圆木板梁联合支护。顶板、非工作面帮部锚杆采用φ20×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距:750×750mm，锚杆外露长度为30~50mm，托盘为正方形拱形钢板，规格为:150×150×8mm，锚杆拉拔力不小于105kn，扭矩力不小于200n·m。工作面帮部锚杆采用φ22×2200mm全螺纹式树脂锚杆，间排距:750×750mm，托盘为树脂锚杆专用托盘。每根锚杆采用1支k2335型药卷和1支z2360型药卷。顶部、非工作面帮部铺设金属网，规格为φ6.0的圆钢(网孔规格:100×100mm)，工作面帮部铺连塑料网规格为9×0.8m(网孔30×30㎜)，金属网及塑料网搭接长度不小于100mm，不大于200mm ，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，每间隔200㎜绑扎一道。锚索规格φ17.8×6300mm预应力钢绞线，间排距:1600×1500㎜，外露长度100~300㎜，每根锚索采用1支k2335型药卷和2支z2360型药卷，锚索托盘为正方形钢托盘，规格为:300×300×12mm。锚索均使用配套标准锁具锁定，每根锚索预应力不小于180kn。待导硐施工切眼贯通立即在切眼正中位置补打一排锚索，锚索规格φ17.8×8000mm预应力钢绞线，排距: 1500㎜，外露长度100~300㎜，每根锚索采用1支k2335型药卷和2支z2360型药卷，锚索托盘为正方形钢托盘，规格为:300×300×12mm。锚索均使用配套标准锁具锁定，每根锚索预应力不小于180kn。第一次掘进及时地使用戴帽的单体液压支柱及半圆木托梁加强支护一排，单体柱距迎头不得超过15米。

⑵、第二次掘进支护

补打加强锚索完成后，第二次掘进采煤侧，掘进宽度3300㎜，高度2900㎜，其支护形式为:顶板支护形式同第一次掘进的顶板支护，锚杆、锚索、网片规格、锚固方式同第一次支护。工作面帮部锚杆采用φ22×2200mm全螺纹式树脂锚杆，间排距750×750㎜，每根锚杆采用1支k2335型药卷和1支z2360型药卷，预紧力为150n·m，并铺联塑料网，塑料网规格为9×0.8m，网格规格:30×30mm，塑料网搭接长度不小于100mm，不大于200mm ，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，每间隔200㎜绑扎一道。托板为树脂锚杆专用托盘。第二次掘进及时地使用戴帽的单体液压支柱及半圆木托梁加强支护，单体柱距迎头不得超过15米。

二、 支护设计

(1)锚杆支护验证:根据顶板压力公式

q=4ya/3f t/㎡

式中 a----巷道跨度一半取2.25m。

f---岩石坚硬系数取4.687

y---顶板岩石平均容重取3

q=4ya2/3f =(4×3×2.25)/(3×4.687)

=4.32 (t/㎡)<105kn/㎡

由于施工中每根锚杆锚固力不小于105kn，而经计算得到每根锚杆的支护强度为4.32t即43.2kn小于105kn，所以巷道内锚杆支护强度符合要求。

锚杆支护计算:

(1)按加固拱原理确定锚杆支护参数:

综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定，对于跨度小于10m的巷道、硐室、可按下列经验公式确定参数:

锚杆长度:l>;;;n(1.1 w/10); l﹥2dz

锚杆间、排距:d≤(0.5~0.7)l ; g≤3dz

锚杆直径:d>;;;l/110mm

式中:

w--巷道或硐室宽度。

n--围岩稳固影响系数、 规定如下:

ⅱ类(稳定性较好)围岩、取0.9

ⅲ类(中等稳定)围岩、取1.0

ⅳ类(稳定性较差)围岩、取1.1

ⅴ类(不稳定)围岩(包括煤)、取1.2

dz- 岩石节理间距，本工作面取0.5m

d - 锚杆间距m

g - 锚杆排距m

213采区工作面切眼支护参数为:

根据公式计算 n取1.0 w取4.5m则

锚杆长度: l>;;;1.0×(1.1 4.5/10)=1.55m，

dz=0.5m，l﹥2×0.5=1m，结合经验本工作面取2.2m。

锚杆间、排距:d≤0.5×2.2=1.1m， g≤3×0.5=1.5m，结合经验，本工作面锚杆间、排距均取0.75m。

锚杆直径:d>;;;2200/110mm=20mm，结合经验本工作面取20mm。

(2)按悬挂理论:

l=kh l1 l2=2×0.48 1.2 0.04=2.2m

式中:l---锚杆长度，m;

l1---锚杆锚固长度，本设计中取1.2m

h---冒落拱高度，m;

l2-- 锚杆外露长度，取0.04m

k---安全系数，一般取2。

h=b/2f=4.5/(2×4.687)=0.48m

式中:b--巷道开掘宽度;4.5m

f--岩石坚固性系数，砂岩取4.687。

故锚杆取ф=20㎜，l=2.2m，锚杆间、排距取0.75 m 符合要求。锚杆紧跟迎头进行支护，前排锚杆距迎头达到相应一排锚杆距离时及时打、装锚杆。

3、锚索支护方案设计

(1)锚索长度。锚索长度按下式确定:

l=l1 l2 l3

l ---锚索长度，m;

l1---锚索外露长度，取0.25m;

l2---锚索有效长度，m;

l3---锚索锚固长度，一般取1~2m，本设计中取1.55m。

为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定岩层内，因此锚索的有效长度取4.5m。则锚索长度l=l1 l2 l3=6.3m。

(2)锚索间排距。

根据锚索间距与锚索孔深之间的关系应满足l/s≥2的经验公式，则锚索间距s为1.6m。其中l为锚索长度。

4、在断层带、交叉点或压力较大等特殊区域的锚网支护巷道，要求在巷道两肩角部位必须打倾斜锚杆或锚索，倾斜角度为65°~75°。

三、主要生产系统

1、通风系统

(1)通风方式:采用压入式通风方式，该掘进工作面的供风局扇安装在213区轨道上山与213联巷交接处新鲜风流中。

(2)新风路线:地面→副立井→井底车场→1010大巷→213区轨道上山→局扇→213联巷→213区皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。

(3)乏风路线:掘进工作面→2132回风巷→213区皮带上山→213联巷→213区回风上山→2#回风斜井→地面。

2、压风系统

(1)压风主管路规格:采用4寸钢管，每隔50m安装1个闸阀及分风阀，迎头20m使用2寸胶皮管变1寸胶皮管。

(2)压风机放置地点:地面压风机房。

(3)压风路线:地面压风机房→1010大巷→1060斜巷→213皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。

3、运输系统

(1)材料运输系统:

地面料场→副立井→井底车场→1010大巷→213区轨道上山→213联巷→213区皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。

运输方式:轨道运输。

(2)煤矸运输系统:

掘进工作面→2132回风巷→213皮带上山→221皮带下山延伸段→溜煤眼。

运输方式:皮带运输

四、避灾路线

1、发生火、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线

掘进工作面→2132回风巷→213皮带上山→213联巷→213区轨道上山→1010大巷→井底车场→副立井→地面。

2、发生水灾避灾路线

掘进工作面→2132回风巷→213区皮带上山→213联巷→213区回风上山→2#回风斜井→地面。

五、安全技术措施

1、加强顶板管理，认真执行敲帮问顶制度，每次施工前，由两名操作经验丰富的同志采用长柄工具一人操作，一人监护，由外向里找掉顶板危岩活石，对施工地点前、后10m范围内的锚杆，进行二次紧固使其牢固可靠;确认安全后，方可施工。

2、 确保工程质量必须严格中线进行施工，检查巷道断面尺寸，严禁无线作业。

3、施工地点停止施工时，必须切断电源，设置板闭警示标，禁止人员入内。

4、在施工过程中要确保后退路畅通。当发现顶板来压或压力增大时，必须撤出人员，采取顶板防护措施，待确定无安全问题后方可继续施工。

5、锚杆要垂直巷道顶底板，其角度偏差不超过±15°，顶部角度不小于75°。

6、在施工过程中，坚持1人操作，1人监护的原则。

7、及时延接风筒，风筒距迎头不大于5米，吊挂成线，逢环必挂，不得随意破坏风筒。

8、巷道内无杂物，无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过0.1m)。浮矸(煤)不超过轨枕上平面。材料工具码放要整齐。

9、每班施工结束后，必须清理现场的材料及杂物，并洒水防尘，把工具、材料分类码放整齐。

10、本措施未尽事宜必须严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《2132工作面切眼施工作业规程》及有关规程措施中规定执行!

六、附图:

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面切眼施工

一、工程概况

3903切眼全长200m，断面为宽8.2m×高3.6m，开口坐标为:*:1089.7515 y:4794.4217，沿9#煤稳定夹矸做顶掘进，顶板用“锚杆 金属菱形网 梯子梁 11#工字钢 锚索 wd/2/4单体柱”联合支护，两帮采用“锚杆 金属菱形网 托盘”联合支护。

二、施工方式及技术要求

1、根据切眼巷道特宽的实际情况，切眼施工采用机掘二次成巷的方式掘进。施工时先按照宽4.8m×高3.6m的小断面从非采煤帮侧进行掘进，然后刷扩为宽8.2m×高3.6m的断面。最后在机尾位置刷扩开缺口，开缺口宽2m，断面刷扩至宽10.2m×高3.6m，刷扩长度为25m。

2、切眼施工时，严格执行，刷一排，支护一排，严禁空顶作业。

3、锚杆、工字钢锚索要打设的成排、成行。

4、锚索的外露长度为150-250mm;锚杆的外露长度为10-40mm。

5、锚索的预紧力要达到100kn、锚固力达到200kn、拉拔力达到180kn(40mpa)。顶锚杆的预紧力矩150n·m，锚固力100kn，拉拔力达到90kn(20mpa)，帮锚杆的预紧力矩150n·m，锚固力为80kn，拉拔力达到72kn。

6、切眼形成后需对底板进行硬化，硬化厚度200mm，硬化材料采用c20商品混凝土，工程量为200m。

三、巷道支护

(一)、第一次成巷的支护

1、支护设计

(1)顶板支护:采用锚网梯子梁联合支护;

锚杆规格为φ22×2500mm，间排距为800×800mm，每排6根，距非采煤帮100mm打一仰角20°的锚杆，剩余5根全部垂直打入顶板。每根锚杆采用快速ck2340一支，中速z2360一支，锚固长度1.2m，铺设金属菱形网和φ16mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，梯子梁长4800mm，金属菱形网规格为12000×1000mm，采用12号铁丝编织，托盘使用130×130×10mm的钢板。

(2)非采煤帮支护;

非采煤帮采用锚杆 金属菱形网 铁托盘联合支护，锚杆规格为φ22×2500mm的螺纹钢锚杆，间排距为800×800mm，每排各5根，每根锚杆采用快速ck2340一支、中速z2360一支，锚固长度1.2m，帮部铺设金属菱形网配合支护。距顶以下200mm处打一根锚杆，仰角20°，其余锚杆全部垂直打入煤壁，托盘使用130×130×10mm的钢托盘，配合w型钢垫板。巷帮所挂金属菱形网规格1000×12000mm。

(3)采煤帮支护;

采煤帮采用锚杆 金属菱形网 托盘联合支护，锚杆规格为φ16×1800mm的可回收锚杆，间排距为800×800mm，每排各5根。帮部铺设金属菱形网配合支护。采煤帮距顶以下200mm处打一根锚杆，仰角20°，其余锚杆全部垂直打入煤壁，托盘使用w型钢垫板配圆形钢托盘。采煤帮所挂金属菱形网规格为1000×10000mm。

(4)锚索加强支护;

顶部布置三排锚索进行支护，锚索规格为φ17.8×8000mm钢绞线锚索，间排距为1600mm×1600mm，距帮900mm处打设一根向非采煤帮偏15°的锚索，其余锚索垂直打入煤壁，每根锚索采用ck2340型锚固剂一支，z2360锚固剂二支，锚固长度1900mm，采用一块300×300×16mm的钢板，一块规格为130×130×10mm的钢板，一套锁具进行支护。

(5)顶板压力过大或局部破碎时，顶锚杆排距缩小为600mm，循环进尺为600mm。

(二)、第二次成巷的支护

第一次掘进到位后，对切眼巷道进行刷扩，扩帮为采煤帮侧，将第一次成巷采煤帮侧可回收锚杆拆除。刷扩断面宽3.4m×高3.6m，刷扩后断面为宽8.2m×高3.6m。

(1)顶板锚杆支护;

刷扩后顶板采用锚网梯子梁联合支护，与第一次成巷支护规格相同。锚杆规格为φ22×2500mm，间排距为800×800mm，每排5根，顶距采煤帮100mm打一根仰角20°的锚杆，其余锚杆全部垂直打入煤壁。每根锚杆采用快速ck2340一支，中速z2360一支，锚固长度1.2m，帮部铺设12000×1000mm菱形网和φ16mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，菱形网采用12号铁丝编织，梯子梁长3600mm，托盘使用130×130×10mm的钢板。

(2)采煤帮支护;

采煤帮采用锚杆 金属菱形网 铁托盘联合支护，锚杆规格为φ16×1800mm的可回收锚杆，间排距为800×800mm，每排各5根。帮部铺设规格为1000×12000mm金属菱形网配合支护。采煤帮距顶以下200mm处打一根锚杆，仰角20°，其余锚杆全部垂直打入煤壁，托盘使用w钢垫板配圆形钢托盘。

(3)锚索加强支护

新扩断面布置两排锚索进行支护。规格为φ17.8×8000mm钢绞线锚索，间排距为1600mm×1600mm，并加11#工字钢进行加强支护，即每隔一排锚索中间补加工字钢锚索加强支护，工字钢长7.5m，即工字钢锚索间排距为800mm×800mm。顶距采煤帮900mm处打设一根采煤帮偏15°的锚索，其余锚索垂直打入煤壁，每根锚索采用快速ck2340型锚固剂一支，中速z2360锚固剂二支，锚固长度1900mm，采用一块300×300×16mm的钢板，一块规格为130×130×10mm的钢板，一套锁具进行支护。

(4)顶板压力过大或局部破碎时，顶锚杆排距缩小为600mm，循环进尺为600mm。

(5)3903工作面切眼刷扩由轨顺向皮顺推进，首先在初掘切眼超前段48m内进行临时支护(被动支护)，采用单体柱配合π型梁“一梁两柱”架棚支护，棚距为1600mm，然后采用7500mm的工字钢加强支护(主动支护)完毕后，逐架前移倒替，被动支护与主动支护的间距不大于主动支护1个循环。

工字钢采用7500mm的11#工字钢加强支护，工字钢锚索的间排距为1600mm，工字钢排距为1600mm，配合单体柱进行加强支护，一排3根单体柱，两根与工字钢相连接，一根与顶板相连接，单体柱距采煤帮350mm与顶板相连接，依次2350mm、4800mm打设的工字钢，工字钢焊接200mmπ型梁(详见π型梁工字钢加工图)。

(三)、开缺口段支护

第二次成巷宽3.4m×高3.6m掘进到3903切眼靠轨顺采煤帮一侧剩余25m处时，由原来掘进宽3.4m×高3.6m加宽为宽5.4m×高3.6m。即刷扩宽度增加2m，长度25m。

(1)刷扩帮支护与第一次成巷支护相同。

(2)顶板采用锚网梯子梁联合支护，锚杆规格为φ22×2500mm，间排距为900×800mm，每排2根，顶距采煤帮300mm打一根仰角20°的锚杆。锚杆采用快速ck2340一支，中速z2360一支，锚固长度1.2m，铺设菱形网和φ16mm圆钢焊制的钢筋梯子梁，金属菱形网规格为12000×1000mm，采用12号铁丝编织，梯子梁长2000mm，托盘使用130×130×10mm的钢板。

(3)开缺口段断面布置一排锚索进行支护，锚索规格为φ17.8×8000mm钢绞线锚索，排距为800mm，锚索采用快速ck2340型锚固剂一支，中速z2360锚固剂二支，锚固长度1900mm，采用一块300×300×16mm的钢板，一块规格为130×130×10mm的钢板，一套锁具进行支护。

(5)成巷后补打两排单体柱进行加强支护，支设单体住时每根单体柱配合200mm长的π型钢梁接顶支护，排距5m，柱距1.6m，单体柱距采煤帮侧2.2m，距非采煤帮侧1m。

(四)、临时支护

临时支护采用“吊环”式。φ3寸钢管和木板梁支护，木板梁数量两块，规格为长×宽×厚=3200mm×150mm×30mm，前探梁数量两根，长为4.8m。每根前探梁配备4个活性“吊环”，吊环采用厚12毫米的钢板焊制。

掘进工作面临时支护也可用木点柱支护，工作面准备4根木体柱，从外向里每平方米打一根点柱作为临时支护。

四、施工工艺

1、施工方法

综掘机割煤、装煤、运煤，再由皮带将煤运出。

2、掘进方式

3903切眼采用机掘一次成巷。

3、工艺流程

安全质量检查→综掘机割煤→装、运煤→临时支护→永久支护。

4、截割

综掘机必须由两名取得操作证的主、附司机操作，根据工作面煤层中部含有夹矸的实际情况，截割时先从中底部煤层(左方)切割掏窝槽，然后从左向右自下而上截割。截割时，必须先开启除尘风机和综掘机的内外喷雾。

开掘窝槽时，先转动截割头依靠掘进机行走履带，伸缩油缸和升降油缸完成掏槽工作，当窝槽的开掘工作完成以后，关闭行走马达，让装载部与刮板输送机工作，使铲板紧贴底板，并落下后部稳定器将掘进机略微抬高，使机器在切割过程中有良好的稳定性。

驱使转动的切割头，根据巷道断面的宽度水平摆动开掘横槽，切割头移动到位后，使其开高一个距离，每次跨距不大于600mm，接着驱使切割头水平摆动。重复以上动作，直至完成整个断面的切割工作。每完成一个大循环(1.6m)后，驱动机头上下移动，切割使煤壁平直。

五、支护工艺

1、安装顶板锚杆

①施工顶板锚杆眼，采用myt-120c0锚杆机、φ28mm钻头、b-ip系列可接长钻杆风动锚杆钻机，按梯子梁眼位由巷道中间向两帮施工锚杆眼，锚杆眼深度为2.5~2.55m。打眼时要将锚杆机放平、垫稳、垂直于顶底板打眼。

②送树脂锚固剂，按顺序向锚杆眼内装入一支ck2340型、一支z2360型树脂锚固剂，装好后用锚杆缓慢地推入孔底。

③搅拌树脂锚固剂:用连接套将钻机与锚杆销螺母连接起来，然后升起钻机。推进锚杆送到孔底后，停止升钻机，搅拌20~30s后停机1min，然后撤钻，防止未凝固自然下垂。

④安装锚杆:锚杆安装好3分钟后挂网、上梯子梁、安装托盘紧固锚杆，并用力矩扳手检查预紧力不小于150n·m，锚固力为120 kn，拉拔力为100 kn。在顶板与梯子梁之间铺设单层金属菱形网，菱形网长边垂直巷道掘进方向铺设，长边搭接，短边搭接150mm，用双股12#铁丝采用“十”字交叉法连接，连接扣间距100mm，锚杆外露长度10mm-40mm。

⑤施工顶板锚杆应逐排进行。

2、安装帮锚杆:

①砍壁修整巷道两帮，为防止巷道片帮先砍两帮上部成型后打眼安装上部两排锚杆，安装好上部后在砍下部，下部砍好后进行支护。

②两帮联接金属网，金属网长边垂直巷道掘进方向铺设，长边对接，短边搭接150mm，用双股12#铁丝连接，要求金属网平整、拉紧、贴顶、不留网包。

③按设计部位施工打帮锚杆眼:采用mqb-351风煤钻，2m长钻杆φ28mm钻尖打2m深钻孔，抖动钻杆排净煤粉。

④安装帮锚杆:向锚杆眼内装入一支ck2340，装好后用锚杆缓慢地推入孔底。搅拌树脂锚固剂:用连接套将风煤钻与锚杆销螺母连接起来，然后开始搅拌，搅拌20-30s后停机，然后撤钻。安装锚杆:15分钟后安装托板紧固锚杆，并用力矩扳手检查预紧力不小于110n·m，锚固力为80kn，拉拔力为60kn，锚杆外露长度10mm-40mm。

3、锚索安装

锚索为加强支护，顶板完整时，锚索滞后于工作面迎头不能大于5m。顶板破碎时，锚索紧跟工作面迎头。

(1)、锚索孔施工:采用myf120c0风动锚杆机、φ28mm钻头、b-ip系列可接长钻杆打眼。

(2)、送树脂锚固剂:按顺序向孔中装入一支ck2340、两支z2360型树脂锚固剂，用规格为φ17.8×8000mm预应力钢绞线锚索慢慢将树脂锚固剂推进。

(3)、搅拌树脂锚固剂:用连接套将锚杆钻机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌30-45s后停机，加设小木楔，撤钻。

(4)、安装:树脂药卷锚固段需养护30min，养护好后装托梁、托板、锁具，并使它们紧贴顶板，开泵进行张拉，达到设计预紧力，锚索预紧力100kn。安装完毕进入下一循环。

4、收尾

①清理工作面浮煤、巷道卫生。

②将工作面管线、工具、设备悬挂摆放整齐。

③进行工程质理管理工作，巷道断面、支护质量符合设计要求。

六、生产系统

1、运输系统

(1)3903切眼煤的装运方式

工作面→刮板输送机→3903辅助运输巷→3#主皮带→2#主皮带→煤库→主斜井皮带→地面。

(2)材料、设备的运输方式

地面材料库→副斜井→南轨道下山→3903轨顺→3903切眼

2、通风系统

(1)供风路线

进风风流:

主(副)斜井-南轨下山-3903轨顺-局部通风机-3903切眼掘进工作面

回风风流:

3903切眼掘进工作面-3903轨顺-1#贯眼-3903回风巷-西回风下山-西总回风-回风立井-地面

具体通风设计及贯通后安全技术措施由通风科编制。

3、排水路线

根据有关资料及地质预测，掘进时工作面正常涌水量为0.2~0.3m3/h。因此在巷道低凹处打水窝，选用两台耐酸泵(一台备用)配3寸排水管路。

工作面→临时水仓→中央水仓→回风立井→地面。

4、压风自救系统

(1)、管路布局

工作面共安装压风自救装置4组，每组6台，每隔50m安装一组。安装过程中与主管路连接的胶管必须贴帮铁壁，每间隔1m用扎带固定一次，且压风自救装置安装在行人侧，距底板1.5m，安装时需要掏槽入壁，用锚杆固定。

掘进过程中，距迎头25-40m设置4组，固定在行人侧，距底板1.5m，且在主管路安装集中放水器。

安装、维护由本队人员负责，直至工程完毕移交其他生产队组。

(2)、供风路线:

地面→回风立井→西回风下山→南轨道下山→3903轨顺→工作面。

5、供水施救系统

工作面共安装压风自救装置4组，每组6台，每隔50m安装一组。安装过程中与主管路连接的胶管必须贴帮铁壁，每间隔1m用扎带固定一次，且供水施救装置安装在行人侧，距底板1.5m，安装时需要掏槽入壁，用锚杆固定。

(2)、供水路线:

地面→主副斜井→22盘区南轨道下山(南皮)→23盘区南轨道下山→3903轨顺→工作面。

6、防灭火系统

(1)、3903皮顺皮带机头配备两台灭火器、一台沙箱、两把铁锹，并备有洒水管;皮带机尾备有洒水管。

(2)、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服和戴电子表。

(3)、加强电气设备及机械设备管理。电气设备着火时，应先切断电源，在切断电源前，只准用不导电的灭火器材灭火。

(4)、发生火灾时，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，并汇报矿调度，同时按避灾路线将受火灾威胁地区内的所有人员撤至安全地点。

(5)、掘进过程中一旦发生冒顶(冒顶高度超过1.0米)时，施工单位必须及时用不燃性材料充填严实，同时向矿调度室汇报，并在现场做好标记。

(6)、高冒处理采用外喷内注的方法，将冒落空间充满填实，消除发火隐患。掘进产生的高冒必须在20天内处理完毕。矿安监站和通风科要对处理质量和进度进行监督、检查和验收。

(7)、高冒点由通风部门设点检查，并挂牌管理，建立防火台帐和报表。煤巷高冒每周检查不少于3次，除正常检查气体和温度外，还要有专人用红外线测温仪检查温度，发现异常要及时向矿总工程师汇报，由总工程师组织进行防火处理。

(8)、对需处理的高冒点，要预埋铁管至高冒顶部，留作防火检查用，通过检查预埋管内的co 和温度情况，掌握高冒处理的效果。

(9)、井下出现明火、烟雾，发现者必须立即向矿调度汇报，并由现场跟班领导和瓦检员组织人员，利用水管和灭火器实施就地灭火，与灭火无关人员按避灾路线撤至安全地点。如火势凶猛无法实施灭火，由矿调度室负责指挥抢险。

(10)、矿调度对重大火灾隐患、火灾险情除向矿有关领导汇报外，还必须及时向福山集团公司调度室汇报。

(11)、井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。

(12)、皮带机头、移变等要害部位每处都必须配干粉灭火器，现场工作人员要熟悉灭火器的使用方法和存放地点。

(13)、加强皮带机的管理，必须使用阻燃输送带，并经常清理皮带机下的浮煤，皮带机各托辊必须转动灵活，巷道环境必须干净。

(14)、电气开关保护整定值及电缆使用要符合技术要求和相关规定。

(15)、工作面需做好防火准备，电器设备旁及巷道出口处备好防灭火器材(灭火器、沙箱、铁铲)，灭火器需挂在距电器设备不超过5米的巷帮，沙箱需放在距电气设备5米处。

(16)、工作面油脂、棉纱必须统一管理、存放，集中出井处理。

(17)、工作面如发生火灾时，可用静压水管做消用防水。

(18)、定期检查防灭火设施，对灭火器过期的及时进行更换。

(19)、定期检查防灭火设施，对灭火器过期的及时进行更换。

(20)、严格明火管制管理制度，切关做到:

①严禁携带明火下井;

②井下严禁拆卸矿灯;

③井下电气设备必须有防短路的保护装置;

④井下电焊气焊作业必须严格按《煤矿安全规程》规定进行;

(21)、严格井下可燃物管理制度，切实做到:

①严格限制携带易燃易爆物品下井，确属井下需要者，必须符合规定，并办理手续。

②严禁向地面裂缝或通风井下的通道口倾到炉灰、棉、布头和油类等可燃物。

③井下严禁存放汽油、煤油、变压器油，井下使用的棉纱、布头、纸和润滑油等必须存放在盖严的铁桶内，严禁扔洒在井巷、峒室和采空区内。

④严格限制可燃性支护使用范围。

⑤井下皮带运输机应采用不延燃皮带。

(22)、矿井所有工作人员都要掌握灭火器材的使用方法和熟悉自己工作区域内灭火器材的放置地点。每个季度由矿长组织有关人员对矿井防火供水系统、消防器材进行一次大检查。

(23)、任何人发现井下火灾应立即向矿调度报告。调度室应立即通知通风科及有关单位迅速查明火灾原因，同时向值班领导、通风处及公司经理、总工汇报，通风处应根据火灾情况迅速采取控制火势的紧急措施，并报请公司总经理，总工同意。

(24)、任何人发现矿井火灾应首先采取一切可能的措施直接灭火，现场区、队、班组长应依照矿井灾害预防和处理计划的规定将所有受害地区和可能受害地区的人员撤离危险区，并组织人员利用现场一切工具和灭火器材直接灭火。

(25)、矿调度室接到火警报告后应立即按矿井灾害预防处理计划的规定通知有关人员。值班领导人在总经理和公司总工尚未到达之前，应立即组织矿山救护队、通风科、机电科抢救灾区人员和进行灭火工作，在抢救人员和进行灭火时，必须指定专人检查和监视火灾气体及风流变化，并采取防止人员中毒和防止爆炸的措施。

(26)、一旦发生火灾事故，必须立即成立救灾指挥部。公司总经理及总工必须立即赶到现场组织救灾工作。总经理任总指挥，迅速建立井下救灾基地，由总指挥选派基地指挥。

(27)、当井下火灾无法直接灭火或直接灭火无效时，必须采取封闭措施的灭火。封闭火区时，必须制订专门方案。方案中应有检查瓦斯、氧气、一氧化碳以及其有害气体和风流方面的变化等内容。

本工作面采用kj70n瓦斯监控系统，kj70n-f型号分站gjc4型瓦斯传感器，且探头设置应符合《一通三防实施细则》规定要求。

7、安全监控系统

(1)、安设位置

根据《煤矿安全规程》工作面安装一套kj70n安全监控系统。

分站一台:型号kj70n-f，安装在进风侧，且配备一台分站电源，断电后可保证供电不小于2h，一台断电器。

甲烷传感器3个:在工作面安装3个甲烷传感器;

其他传感器:开停4台;3903切眼刮板机头上风侧安装1个co传感器;3903切眼刮板机头上风侧安装1个烟雾传感器。

电缆的位置:电缆铺设要求不得与高压电缆交叉，距高压电缆30cm。

(2)、各类传感器的用途

①瓦斯传感器，型号为gjc4，用来监测煤矿井下空气中的瓦斯含量。

②co传感器，型号为kga3，检测该区域的co浓度。

③烟雾传感器，型号为kjn2，检测当巷道内产生烟雾时，传感器报警，提醒人员及时处理。

④开停传感器，检测局扇运行状态。

(3)、安设要求及措施

①分站安装在顶板良好、无滴水、支护完好的进风巷内。

②探头悬挂位置距顶板不得大于30cm，距煤帮不得小于20cm。

③监控电缆要与高压电缆分开悬挂，距高压电缆30cm。

④监控系统要严格按照aq1029-____的标准执行。

⑤安全监控设备必须定期进行调试、校正。每月至少1次。甲烷传感器，甲烷检测设备每7天必须用标准气样和空气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。

⑥掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监控工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责电器电源线和控制线的开关指定，接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。

⑦洒水降尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限的事故。

8、供电系统

供电系统使用原3903辅助运输巷的供电系统。

9、照明、通讯、信号、系统

(1)、照明

掘进工作面的带式输送机机头照明专用开关接127v矿用隔爆荧光灯，综掘机前有照明，后有尾灯，电源由综掘机电控箱供出，电压36v。顺槽内每隔20m安装一盏矿用隔爆荧光灯。

(2)、通讯

本工作面机头机尾各安装一部矿用隔爆型内线电话，能够直接和队值班室，调度室、采区变电所、中央变电所、水泵房、运输调度室和绞车房相互联系。

(3)、信号

各部带式输送机、刮板机均设声光信号装置，信号规定:一停、二开、三倒、乱点为事故点。岗位工不得擅自离岗，且持证上岗。

10、瓦斯防治

(1)、瓦斯队必须每班安排两名巡回瓦斯检查员，严格执行巡回检查制度和汇报制度。

(2)、每月制定一次瓦斯检查点设置计划，详细编写检查瓦斯和二氧化碳的地点和时间。

(3)、瓦斯每班检查次数和时间间隔规定:

①掘进工作面同一测点每班检查3次，必须按检查时间按时检查，不得空检、漏检、假检。

②各硐室、顺槽电器设备、临时水仓水泵及栅栏每班不得小于一次，并将检查记录填入检查记录手册和检查地点的记录牌上，不上汇总表.

③瓦斯检查时必须是专人、专路线、专门时间间隔;

④掘进工作面每检查完一次循环后，瓦斯员必须回到局扇前待命，直到下一次个循环开始;

⑤瓦斯员检查瓦斯时正负误差不能超过20分钟。

(4)、若工作面发生瓦斯超限和积聚，首先切断工作面电源，撤出人员，并向调度室汇报情况。

(5)、瓦斯员必须严格执行交接班制度，在指定地点交接班并向矿通风调度值班室汇报当班情况。

11、掘进工作面的防尘

(1)、防尘设施的敷设:

①管路系统:

地面蓄水池--南皮下山--南轨下山--3903轨顺→3903切眼掘进工作面

用4寸铁管沿路接入工作面

②管路系统敷设要求:

a管路每隔100米设置一个洒水三通阀门，管路的接头不得有跑冒滴漏水现象。

b管路每隔3米用托架固定在煤壁上，保证管路的平直。

c管路系统必须安设总阀门一个，以防工作面管路断裂时能及时控制。

③防尘设施的设置要求及安装地点:

a、净化水幕的设置标准:

▲迎头50米范围内必须安装一道全断面喷雾，保证水幕的角度，喷嘴完好;回风口20米范围内必须设置一道全断面喷雾，保证水幕的角度，喷嘴完好。

▲喷头角度与风流风向相反，喷头方向与顶板夹角大于45°。

b转载点喷雾的设置标准:

▲所有运输设备的转载点必须设置喷雾。

▲喷头高度安装在距转载点40~50cm，并固定牢靠，而且喷头必须正对转载点。

▲所有喷雾必须呈雾状形。

④工作面防尘洒水的规定:

a生产期间，各队组必须打开所以全断面水幕、转载点平喷雾，严禁煤尘超限。

b每班必须对巷道冲洗一次，杜绝煤尘飞扬。

c割煤期间，打开综掘机的内外喷雾和除尘风机，严禁煤尘超限作业。

七、安全技术措施

1、打眼、支护的安全技术措施

(1)开工前要检查锚杆机、风煤钻、电缆及其综合保护开关，检查完好后方可使用，否则必须先进行处理。

(2)打眼前先要检查工作面通风，支护及顶板情况，要进行敲帮问顶，处理危矸活矸，处理不合格支架(锚杆等)，做到安全合格后，方可生产。

(3)每班作业前，首先检查工作面20m范围内的支护情况，发现锚杆数量不足或锚杆松动，锚固力，扭矩达不到规定值时，必须立即处理好，否则不准开工。

(4)跟班队长、代班长、验收员必须每班检查巷道支护情况及顶板变化情况，发现问题及时处理，否则不准进行其它作业。

(5)锚索严禁使用对接，焊接锚索梯子梁。

(6)临时支护前探梁上的第一块方木放在距工作面第一排锚杆200-300mm处，第二块放在距工作面第一根锚杆为排距的1.4倍和2.4倍的位置上。

(7)由于使用了前探临时支护，使工作面设施增多，工作面的所有人员都必须注意安全，防止钢管碰伤人。

(8)根据巷道宽度，在长木板和顶板之间均匀布置四至六根勾木接顶，并在网与勾木之间用木楔打紧打牢，其位置不影响打锚杆为原则，同时，要求在两前探钢管的木端也必须用木板和楔子将前探梁与顶板之间的空隙勾紧背实。

(9)锚索实行编号管理，并做好记录。

2、运输、卸载的安全技术措施

(1)溜子安装要达到平直，溜头和溜尾必须打地锚固定，没有地锚或地锚不起作用，不准开动溜子。

(2)不准蹬、爬溜子皮带和运送物料。

(3)皮带溜子割煤机司机要严格按操作规程操作。

(4)皮带行人处须设过桥，严禁人员跨越皮带。

(5)溜头与皮带、皮带与皮带搭接高度不低于0.5m，卸煤点皮带必须上合适的挡煤板，溜子司机负责清扫转载机前后10m的浮煤。

(6)块度大于300mm的大块必须打碎，否则严禁进煤库。

3、过破碎带、地质构造的安全技术措施

(1)顶板破碎、地质构造变化带，巷道不适合全锚支护时，将支护形式改为锚棚联合支护。顶板破碎严重、局部冒落时，改为0.6-0.8m棚距的架棚支护，但能打锚杆的地方必须打锚杆。

(2)缩小循环作业进度。

(3)在斜巷中棚子必须迎山有劲，棚腿必须挖柱窝到底，严禁蹬空吊腿。

(4)要加强敲帮问顶和顶板管理。

(5)漏顶后，要在队、班干部统一指挥下处理，首先弄清情况，敲帮问顶，待顶板稳定后，先检测瓦斯，然后按“井”型进行勾顶，递料人员要与勾顶人员配合好，递料要迅速，勾顶过程中要指派一名有经验的老工人观察顶板及周围情况，发现险情，立即撤出人员，待稳定后方可工作，无关人员要远离现场。

(6)本工作面掘进预计可能存在小断层。过断层前，先要弄清楚断层的走向、倾向、倾角，工作面与断层走向的交角。

(7)当断层落差不超过巷道高度的1/3，断层附近顶板比较完整时，过断层无需什么特殊办法，但必须加强工作面支护。

(8)当断层影响范围较大，顶板破碎严重时，制定专项过断层安全技术措施。

4、顺槽拐弯开口措施

(1)要严格按地测科给定的开口中心位置施工。

(2)开口前，要以开口中心线为基础，加固开口前后各10m的原支护，即在原施工各排顶锚杆中间加打三根锚杆。

(3)开口段，要加强敲帮问顶和顶板管理。

5、支设单体支柱安全技术措施

(1)支护支柱必须成排成行，支柱必须打在实底上，迎山有力。防倒链必须挂牢挂实。

(2)支护的单体液压柱初撑力必须达到要求，巷道底板松软的地带必须垫道木。

(3)架棚前必须执行“敲帮问顶”制度，处理一切不安全隐患。

(4)顶板不平倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证梁接顶严实。

(5)液压支柱的三用阀注液孔全部面向切眼非采煤帮方向，手把一律向机头。

(6)支柱编号管理，巷道无浮煤浮矸，管线吊挂整齐，专人负责。

(7)支柱无漏液、失效，否则必须及时更换。

(8)支架严禁超高超低使用，同一工作面严禁使用不同型号的支架。

(9)初次使用单体液压支柱，必须事先进行排气，注液时先清洗注液咀，如发现缸体弯曲、缸爪、漏液等现象时，不得使用，需及时更换。

(10)注液枪用完后，必须挂好，不得随意丢弃在底板上。

(11)每一支柱必须上防倒小链连接顶网，以防柱倒伤人。

6、无轨胶轮车运输安全技术措施

1、驾驶员必须经过有关部门培训，考试合格，持证上岗。

2、驾驶员必须熟悉掌握车辆结构、原理及维护保养基本常识。

3、驾驶员劳动保护用品必须穿戴齐全。

4、驾驶员必须熟悉行车路线及路面状况。

5、车辆初驶，踩下脚制动，选择行驶方向，将变速杆移到一挡位置，锁柄操作手把打到运行位置，松开手制动，踩下加速踏板以增大发动机转速，同时松开脚闸，使车辆缓慢起步。

6、车辆在运行中需加速时，松开加速踏板，将变速杆移到所需要挡位，再加速。

7、车辆下坡时，必须选用低速挡行驶，使发动机低速运转，有必要时选用脚制动。

8、车辆行驶中，如需改变行驶方向时，必须先停车后换向。

9、运输过程中严禁车辆超速、超载行驶，井下主要巷道车速不超过20km/h，其它巷道不超过15km/h，巷道交叉口、转弯处、必须提前切入低速档(二档以下)减速鸣号，速度不超过5km/h;厂区速度不超过10km/h。

10、运输过程中注意保护巷道内的辅助设施。

11、运输过程中严格执行“行人不行车，行车不行人”规定。

12、车辆的运行速度必须根据道路状况及视线情况而定，条件不好时不得使用高速档。

13、车辆禁止超载行驶，下坡时禁止空挡滑行，必须使用二档或一档慢行，防止刹车失灵或空档长时间滑行刹车而导致刹车轮毂高温。

14、在装车、卸车及对位物件时，一定要听从指挥人员指挥，信号不明，不得行车作业。

7、运输工字钢时安全技术措施

1、支护工必须经过专门培训 <>;;、考试合格后，方可上岗。

2、工字钢从地面运至工作地点，运送前要捆扎牢靠，确保运送途中的安全。

3、工字钢运送中严禁丢仍，严防工字钢滑动伤人，装车时要轻抬轻放，严防碰手碰脚事故的发生。

4、由于工字钢构件较重，抬钢构件时一定要配足人员，有班组长或有经验的老工人统一指挥，要做到“同起同落”，方可进行作业。

8、其它安全技术措施

(1)、巷道内的矸石废木等杂物不得与煤混装，要集中装运。

(2)、杂物要拣出，不能进入煤场。

(3)、煤矸粒度不大于300mm，大块煤炭要打碎。

(4)、切眼开口后必须由外向里及时支护，严禁空顶作业。要及时进行临时支护和永久支护，防止顶板冒落，尽量减少矸石来源。

(5)、严禁乘坐皮带、溜子，行人运料过皮带、溜子时，必须走安设牢固的过桥。

(6)、按《生产矿井质量标准化标准》搞好质量标准化和工程质量，验收员要按《煤炭井巷工程质量检验评定标准》对工程质量逐项认真严格检查验收，不合格项目立即进行整改或返工。

(7)、所有材料集中码放在非人行道侧，挂牌管理，并在卸料时一次性分类码放整齐。

(8)、工作面要备齐各种工具，包括梯子、撬棍等，以保证安全生产。

(9)、贯彻执行本规程的同时，将《寨崖底煤矿年度防止重大事故规程》中的有关内容一并贯彻执行。

(10)、认真贯彻执行《寨崖底煤矿防止重大事故措施》和《寨崖底煤矿年度灾害预防和处理计划》，搞好安全生产。

(11)、工作面停、复工时，严格执行《寨崖底煤矿停复工安全技术措施》。

(12)、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，巷道平整无废物)、“七条线”(巷道掘进一条线、皮带稳装一条线、锚杆布置一条线、管路悬挂一条线、电缆吊挂一条线、轨道一条线、水沟砌筑一条线)、“ 一畅通”(排水系统畅通)。

(13)、管线及皮带敷设

①风筒、排水管、洒水管、电缆、带式输送机按巷道断面图布置，且符合规程规定。

②风筒吊挂靠帮、靠顶，做到逢环必挂，接头处无漏风，风筒出风口距工作面≤5m。

③排水管、洒水管、风管用铁丝捆绑在帮锚杆上，每隔3-5m捆一道，悬挂高度0.7m，距工作面不超20m.

④各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。

(14)、打设支柱时必须见实底，严禁将支柱支在浮煤、活矸上，碰倒的支柱必须及时扶起安支。

(15)、其它事宜严格按《煤矿安全规程》有关规定执行。

八、避灾路线及灾害应急措施

一、避灾路线

当井下工作面发生水、火、顶板、瓦斯、煤尘灾害时，及时按照井下巷道内所标注的避灾路线到达安全地带。

发生水灾、顶板、瓦斯、火灾、煤尘事故的避灾路线;

工作面→南轨道下山(南皮带下山)→主井和副井→地面

二、灾害应急措施

1、工作面发生瓦斯煤尘爆炸时，所有人员应就地卧倒，并立即戴好自救器，待冲击波过后沿避灾路线撤离。

2、透水预兆:掘进工作面或其它地点有透水预兆时，如挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气。水叫顶板淋水加大、顶板来压、底板起鼓、产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等异状。必须停止作业，采取措施，报矿调度室，如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有水灾威胁地点人员。掘进时必须坚持“有疑必探，先探后掘、不治不掘、治不好不掘”的原则。

3、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、顶板下沉有裂缝、打眼时卡钎。

遇上述情况时，工作面必须停止工作，采取措施进行处理增大锚杆支护密度、减小空顶距离、锚杆排距缩小并紧跟工作面，遇危急情况及时撤离危险区。

4、发生灾害时，应用最快的速度汇报矿区调度室和值班领导，并听从指挥按照《寨崖底煤矿____年度灾害预防处理计划》积极进行自救、互救、抢救工作。

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面切眼施工 专项技术

一、概述

1105风巷掘进约1000m后，接近煤层风氧化带，根据生产技术部安排，在1105风巷1110m处布置切眼，切眼在巷道北帮开口，由我队从巷内向正北方向施工。1105工作面切眼是1105工作面的回采空间，供安装支架及回采使用。为安全施工，特制定本措施。

二、切眼概况

1、1105切眼设计长度200m，开口位置在1105风巷1110m处巷道北帮，沿煤层底板掘进。切眼采用7.5m(宽)×3.0m(高)锚网联合支护，分两次成巷，一次切眼4.3m(宽)×3.0m(高)，靠老塘侧;二次切眼3.2m(宽)×3.0m(高)，靠工作面侧。

2、在一次切眼与1105风、运巷贯通处的老塘帮，分别布置端尾硐，端头硐。施工二次切眼时，在切眼南侧工作面帮15m、26m处施工2个滚筒小窝，2m深、3m宽、3m高，锚网联合支护。

3、在切眼中心线正对处，在1105风巷南帮、1105运巷北帮分别施工1个绞车窝。

(附:巷道平面布置图)

三、切眼支护形式及断面

1、一次切眼(掘)支护 4.3m(宽)×3.0m(高)

(1)顶板支护:

锚杆规格:φ20-m22-2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

金属托板:规格为120×120×8mm铁托板。

锚固方式:每孔两支锚固剂，一支2335锚固剂，一支2360锚固剂。

钢筋托梁:规格sb-φ16-3800-60mm。

锚杆布置:锚杆排距900mm，间距900mm，每排5根，靠近老塘侧和回采侧的顶板锚杆安设角度为与垂线成20°角，距两帮均为350mm，中间三根锚杆与顶板垂直。

网片规格:采用金属网护顶，网格40×40mm，网片4500×1000mm，采用对接方式。

锚索规格:ms-φ15.24-9.3m，采用一支2335锚固剂， 两支2360锚固剂锚固。

锚索托梁:12#槽钢-2500mm，眼距1.8m。

锚索布置:锚索沿切眼纵向布置两排，槽钢横向排距为1.95m，纵向间距为1.1m，靠近老塘侧的一排锚索距老塘帮1.8m，两排锚索呈迈步式连续布置。用锚索托梁将锚索纵向两两一组相连。

(2)老塘帮支护:

锚杆规格:为φ20-m22-2000mm螺纹钢锚杆。

锚固方式:每孔一支2360锚固剂。

金属托板:120×120×8mm铁托板。

锚杆布置:锚杆排距900mm，间距900mm，每排4根，最上一根锚杆与水平线呈20°仰角，其余锚杆水平布置，

网片规格:采用金属网护帮，网格40×40mm，网片2800×1000mm，采用对接方式。

钢筋托梁:规格sb-φ14-2600-60mm。

(3)回采帮支护:

锚杆规格:φ18-m20-1800mm玻璃钢锚杆。

托板:[φ(160--200)×500mm]/2木托板配120×120×8mm铁托板。

锚杆布置:锚杆排距900mm，每排2根，呈水平布置，间距为1800mm。上下两根锚杆距顶、底板均为600mm。

2、二次切眼(扩)支护 3.2m(宽)×3.0m(高)

锚杆规格:为φ20-m22-2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

锚固方式:每孔采用2335锚固剂一支，2360锚固剂一支。

锚杆布置:锚杆排距900mm，间距900mm，每排5根，靠近回采侧和一次切眼侧的顶板锚杆安设角度为与垂线成20°角，靠近老塘侧的角锚杆距离老塘帮350mm，其余三根锚杆与顶板垂直。

网片规格:采用金属网护顶，网格40×40mm，网片3200×1000mm，与一次切眼顶网对接。

锚索规格: ms-φ15.24-9.3m，采用2335型药卷一支，2360型药卷两支锚固。

锚索托梁: 12#槽钢-2500mm，眼距1.8m。

锚索布置:锚索沿切眼纵向布置一排，用锚索托梁将锚索两两一组相连，槽钢纵向间距为1.1m，布置在距工作面侧1.8m处。

(2)回采帮支护:

锚杆规格:为φ18-m20-1800mm玻璃钢锚杆。

锚固方式:每孔使用2360锚固剂一支。

锚杆布置:锚杆排距900mm，间距为1000mm，每排3根，水平布置，上下两根锚杆距顶、底板均为500mm。

3、切眼绞车窝(1-1): 3m(高)×3m(宽)×4m(深)。

(1)锚杆规格:顶为ф20-m22-2400mm螺纹钢锚杆，间排距900×900mm;帮为φ20-m22-2000mm螺纹钢锚杆，间排距800×900mm。

(2)顶锚杆采用一支2335和一支2360锚固剂锚固，帮锚杆采用一支2360锚固剂。

(3)绞车窝全断面铺网，顶网采用金属网，网格规格为40*40mm，网片由现有金属网裁接而成，帮网采用塑料网，网格规格为40*40mm，2800mm×1100mm。

(4)钢筋托梁:顶为sb-φ16-2900-60mm，帮为sb-φ14-2800-60mm。

(5)锚索为ms-φ15.24-7.3m，采用300×300×10mm的钢板为托盘，与锚索配套锚固剂:一支2335锚固剂、两支2360锚固剂。沿绞车窝顶板中心线打设，排距为2.7m。

4、切眼绞车窝(2-2)

开口1.5m深以内，3m(高)×5m(宽)×1.5m(深)

剩余2.5m深为:3m(高)×3m(宽)×2.5m(深)，靠东帮布置。

(1)锚杆规格:顶为φ20-m22-2400mm螺纹钢锚杆，间排距900×900mm;帮为φ20-m22-2000mm螺纹钢锚杆，间排距800×900mm。

(2)顶锚杆采用一支2335和一支2360锚固剂加长锚固，帮锚杆采用一支2360锚固剂。

(4)钢筋托梁:顶为sb-φ16-4700-60 mm，sb-φ16-2900-60mm帮为sb-φ14-2800-60mm。

(5)锚索为ms-ф15.24-7.3m，采用300×300×10mm的钢板为托盘，与锚索配套锚固剂:一支2335、两支2360。绞车窝内打设三个锚索，距绞车窝东帮1.5m布置两个锚索，排距为2.7m，距绞车窝西帮1.0m处布置一个锚索。

5、端头、端尾硐:高3m，宽3.5m，深2.5m。

锚杆规格:为φ20-m22-2400mm螺纹钢锚杆。

钢筋托梁:规格sb-φ16-3200-60mm。

锚杆布置:锚杆排距900mm，间距1000mm，每排4根，两角锚杆安设角度与垂线成20°角，其余二根锚杆与顶板垂直。

网片规格:采用全断面铺网，顶网采用金属网，网格规格为40*40mm，网片3700×1000mm。帮网采用塑料网，网格规格为40*40mm，网片2800mm×1100mm，顶网之间，顶网与帮网之间采用对接方式，双丝双扣，孔孔相连，扭够三圈。帮网之间采用搭接方式，搭接长度为100mm，双丝双扣，隔孔相连，扭够三圈。

锚索规格: ms-φ15.24-9.3m，采用2335锚固剂一支，2360锚固剂2支加长锚固。

锚索布置:锚索横向布置两排，并用槽钢将锚索横向两两一组相连。

6、采煤机滚筒小窝(3-3):高3m，宽3m，深2m。

(1)锚杆规格:顶为ф20-m22-2400mm螺纹钢锚杆，间、排距900×900mm;帮为φ18-m20-1800mm玻璃钢锚杆，间、排距1000mm×900mm。

(3)顶部挂金属网，网格规格为40*40mm，网片3000mm×1000mm采用对接方式。

(4)钢筋托梁:顶为sb-φ16-2900-60mm。

(5)锚索为ms-ф15.24-9.3m，沿小窝中心线打单体锚索，采用300×300×10mm的钢板为托盘，与锚索配套锚固剂:一支2335、两支2360锚固剂。

(附:切眼平面及断面支护图)

说明:

1、在掘扩二次切眼时，超前掘进头5m打设一排单体柱大板棚，大板棚距离老塘帮为2000mm，平行于切眼中心线打设，在掘进机桥式转载皮带后再打设一排大板棚，两排大板棚间距为3000mm。(附:大板棚打设示意图)。

2、一次切眼与二次切眼顶板锚杆在切眼横断面交叉400mm，沿纵向方向错开200mm。

3、当1105风巷掘至切眼开口位置和端头、端尾等硐室位置时，在煤墙完整、无片帮情况下，巷帮可不进行永久支护。每排(900mm)打设两根φ18-m20-1800mm玻璃钢锚杆配[φ(160--200)×500mm]/2木托板进行临时支护，每排2根，间距为1800mm，水平布置，上下两根锚杆距顶、底板均为500mm。

4、切眼与风、运巷平面交叉点处锚索规格为9.3m长，切眼开口及贯通处，严格按照设计图纸进行支护。

5、施工完切眼开口交叉点和端尾硐后及时打设两架大板棚，在端尾硐开口处且平行于切眼方向(南北方向)打设一架大板棚，在交叉点处打设另一架大板棚，平行与第一架打设，两架大板棚距离在4m--6m之间。大板棚为“一梁两柱”，金属柱距梁端200mm。

6、大板棚架设

(1)规格

①大板:4000mm×300mm×150mm

②鉄柱: kqdz-3000型单体液压支柱

(2)单体柱大板棚架设方法:

①架设大板棚时，由三人协同作业，作业时，两人分别站在两个方形梯子上，端起大板用铅丝将大板两头与顶梁绑牢。一人升柱，先打中间的单体柱将大板梁升起放正，然后分别打梁端的单体柱。

②打设要求:单体柱要打正打直，初撑力符合要求，手把朝巷中方向，并用铅丝将柱栓好，大板梁上方要平整，吃劲均匀。在大板和顶板中间加垫板皮、扯木等木加工下脚料，不得出现空顶，不吃劲现象，架设大板棚时不得用长木柱和不合格大板。

四、循环进尺及网片铺设

1、掘进过程中，严格执行掘一架一循环制度，循环进尺为0.9m，最大空顶距为1.1m，最小空顶距为200mm。

2、掘进过程中，在顶压较大、顶板岩性不好、煤层层理、节理发育和出现高顶时，循环进尺缩小为0.8m或更小，最大空顶距改为1.1m或更小，此时帮锚杆和锚索要紧跟窝头打设。

3、联网时，网丝采用16#铅丝，双丝双扣，扭结不小于3圈。顶网之间，顶网与帮网之间采用对接方式，网丝孔孔相连。帮网之间采用搭接方式，搭接长度为100mm，网丝隔孔相连。

五、掘进方式

1105切眼采用机掘方式，安装一部dtl80/20/2×37皮带机，完成工作面割煤、装煤、运煤工作。切眼掘进时，先施工一次切眼，与1105运巷贯通后，拆除切眼皮带机，将掘进机退回到切眼开口位置，扩帮掘进二次切眼。

(一)准备工作

切眼开口前，先在开口处按设计要求将槽钢锚索打设完毕，然后将1105风巷皮带机尾缩至切眼预开口处西侧约13m处，将掘进机退至切眼预开口处西侧约4m处。同时将风筒、电缆、信号线回撤至开口位置，将开口处的风水管路拆除，将开口处的帮锚杆螺丝、托板、钢带及网片等卸下。

(二)施工方法

1、掘进机在开口处以方位角30开口抹角掘出交叉点，然后将端尾硐掘出。

2、掘进机抹角开口掘进约5m后，将掘进机转载皮带拆除，掘进机割煤后，人工装煤至1105风巷皮带，掘进约9m后，将1105风巷皮带机尾延伸至切眼开口位置。

3、掘进约14m后安装一部30b煤溜，掘进20m后安装转载皮带和专用跑靴，掘进机骑溜掘进。掘进50m后，将30b溜拆除，安装一部dtl80/20/2×37皮带机，掘进200m后与1105运巷贯通，掘出端头硐。

4、拆除掘进机转载皮带和dtl80/20/2×37皮带机，将掘进机退至切眼开口处，扩帮掘进二次切眼。掘进约14m后安装一部30b煤溜，掘进20m后安装转载皮带和专用跑靴，掘进机骑溜掘进。掘进50m后，将30b溜拆除，安装dtl80/20/2×37皮带机，掘进机扩帮掘进200m后到位，然后将1105运巷侧的绞车窝掘出。

5、1105运巷侧切眼绞车窝和采煤机滚筒小窝，均采用机掘方式进行，掘进至小窝开口位置时，一次性掘出，1105风巷侧绞车窝采用炮掘施工完成。

6、运输系统:

掘进机小溜→转载皮带→(切眼30b煤溜)切眼dtl80/20/2×37皮带机→1105风巷皮带→1105风巷30b煤溜→胶带大巷2#皮带→胶带大巷40t煤溜→主皮带

(附:设备布置图、切眼交叉点支护图、炮眼布置图)

六、通风

(一)风量计算

1、按人数计算:(工作面最多超不过25人，每人每分钟不得少于4m3风量)

q掘=4n=4×50=200m3/min

式中:

q掘--掘进工作面需要风量;

4--每人每分钟供给的最小风量，m3/min;

n--掘进工作面实际工作最多人数，取交接班时最多人数50人。

2、按瓦斯和co2涌出量计算，根据通风部提供数据，瓦斯绝对涌出量为0.17m3/min，co2绝对涌出量为0.18m3/min，故按co2涌出量计算:

q掘=q二氧化碳×kco2/c=0.18×1.5÷1%=27m3/min

式中:

q掘--掘进工作面需要风量;

q二氧化碳--掘进工作面co2绝对涌出量，0.18m3/min;

k co2--掘进工作面co2涌出不均衡系数，取1.5;

c--掘进工作面回风流中二氧化碳允许浓度，取1%。

3、局部通风机的供风量的计算:

q局=1.2q掘 =1.2×240=288m3/min

式中:

q掘--掘进头的需风量，取(1)(2)(5)式所计算出的最大值，m3/min;

1.2--风筒最大漏风率15%时的系数。

4、掘进工作面最小全压需风量计算:

q全=q局 15s=288 15×(4.6×3.0-π0.4-0.5)=480m3/min

式中:

q全--掘进面全压需风量(掘进面全压通风系统单独回风量)， m3/min

q局--局部通风机所需吸入风量，取288m3/min;

15--局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速，m/min;

s--局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道净断面积，12.8m2。

5、按风速进行验算:

q掘min=vmins=18×4.3×3.0=232m3/min

q掘ma*=vma*s=240×4.3×3.0=3096m3/min

q掘min

式中:

q掘--掘进工作面风量，取240 m3/min;

vmin--最低允许风速， 18m/min;

vma*--最高允许风速，240m/min;

s---掘进巷道的净断面积，12.9m2。

通过以上计算，本工作面所需全压配风量为480m3/min，掘进工作面需风量为240 m3/min，故选择fbdno5.6型15kw×2对旋式风机，配备ф800mm胶质双反边风筒(柔性橡胶阻燃风筒)即可满足掘进通风要求。

(二)通风方式

掘进工作面采用压入式通风。局部通风机安装在胶带大巷内，1105风桥南侧10m内的进风流中。风筒从风机接出后，经胶带大巷穿过1105风眼，经过1105风巷后接至切眼。风筒出口到工作面距离不大于6米。风筒吊挂要平、直，不漏风，工作面10m范围内风筒由本队管理，其余由通风队管理。

(三)通风系统:

1、切眼贯通前:

新鲜风:副 (主)井→轨道大巷→胶带大巷→1105风巷→1105切眼→掘进头

乏 风:掘进头→切眼→1105风巷→回风大巷→风井

2、切眼贯通后，形成全压通风系统:

风流方向:副 (主)井→轨道大巷→胶带大巷→1105运巷→1105切眼→1105风巷→回风大巷→风井

(附:通风系统图)

七、刮板输送机的安装与回撤

(一)安装前的准备:

1、参加安装的工作人员都应熟悉输送机的结构，工作原理，安装程序和注意事项，并始终严格遵守安全操作规程，注意人身和设备安全。

2、本掘进工作面采用sgb-420/30型煤溜，安装前应对各部件进行检查，如有碰伤、变形，应修复或更换，对各主要部件要熟悉，防爆设备必须有专职防爆检查员仔细检查。

3、准备好安装工具及润滑油脂。

4、对一些小部件如特殊螺栓、键等应妥善保管。

5、安装前，应对巷道进行清理，确保工作面安装位置平稳、宽畅。

(二)安装方法:

1、机头:

电机和减速机的抬运不能少于8人，起吊时，导链与起吊锚索以及与起吊设备连接时，采用30b溜圆环链，配紧口马蹄环，用ф16螺丝封口，螺丝要满丝满口。用导链吊起电机，减速机到一定高度后，再将其与机头架、底座相互连接紧固。导链要根据起吊设备重量合理选用。

2、中部槽和刮板链:

①四人将中部槽抬至安装地点，斜立在巷帮，不能影响行人、运输等。

②将带有刮板的链穿过机头。

③把链从下向上穿进第一节中部槽的下槽导向槽内。

④从第一节中部槽的上边将刮板链拉直，推动中部槽沿刮板链下滑，并与过渡槽相接。

⑤按上述方法继续接长底链，并穿过中部槽，逐节把中部槽连接上，直到机尾。

3、铺上链:

把机尾下部的刮板链绕过机尾轮，放在溜槽的中板上，继续接下一段刮板链，再将刮板链的刮板歪斜，使链环都进入溜槽槽帮内，然后拉直，用此方法把上部刮板一直接到机头。

4、用紧链装置或导链紧链。

(三)安装要求:

1、机头底梁要稳固、垫实、不晃动，机头两侧与巷道壁至少要留0.7m的人行道。

2、刮板输送机要平、稳、直，连接处不可凸起，搭接要牢固，如果底板不平或底板有煤块等必须清除后再铺。

3、刮板链的圆环链不得拧弯，各段两边链必须等数，不得错环，要随时注意拉紧刮板链。

4、设备运转时，要打上机头压溜柱。

5、电缆、低压控制线、信号线、保护线都要悬挂整齐，电气设备必须符合防爆要求，如有淋水，必须盖好。

(四)安装后的试运转

刮板输送机安装完毕后，应进一步检查各部件安装是否正确，刮板链连接是否牢固，各润滑系统是否充分，然后进行空转试验，开始时断续起动，开、停试运，当刮板链转过一个循环后再正式转动。各部检查正常后再做一次紧链工作，然后带负荷运转10-15分钟，必要时再紧一次刮板链。

(五)刮板输送机的回撤:

1、首先闭锁煤溜开关，并设专人看护，拆开煤溜负荷线。

2、用紧溜器或5t导链将靠近机头处的圆环链摘开，将上链接长。

3、开启煤溜，将圆环链全部开出，然后摆放在一处，以防丢失。

4、从机尾将溜槽逐节拆开，十节一垛，靠帮摆放好。

5、将电机、减速机用3t导链吊住，拆开连接螺栓，靠帮摆放好。

6、将机头、机尾架拆除，靠帮摆放好。

7、将拆下来的特殊螺栓、键等小零件要保管好，以防丢失。

八、皮带输送机的安装与回撤

皮带输送机的传动系统如下:

由电机带动─液力联轴器─减速器──传动滚筒─胶带─拉紧滚筒─系列换向滚筒─机尾滚筒─卸载滚筒。

(一)安装前的准备工作:

1、利用轨道运输将皮带机运至1105风巷内风桥处，人工抬运至安装地点。

2、在巷道中安装之前，根据巷道中心线定出皮带输送机安装中心线，保证机身的平与直。

(二)皮带输送机的安装:

1、清理、平整、机头、机身、机尾的巷道底板。

2、人工将机头部的电机、减速器、滚筒、硬架等抬至安装处。

3、按事先找好的中心线，用导链吊起电机、减速机、滚筒等重件进行安装，起吊前，打设专用起吊锚索。导链要根据起吊设备重量合理选择，保证有1.5倍的安全系数。

4、移动机尾到安装地点，将尾部导向滚筒调至最前端安好。

5、沿皮带机中心线安设h架及连接管。

6、安装底托辊后，再铺底皮带，从机尾滚筒绕上来。

7、安装上托辊后，再辅上皮带。

8、连接上皮带。

9、调整h架，使其保持与机身中心线垂直。

10、张紧皮带。

11、接好保护装置，控制线路及信号线，电缆悬挂整齐。

12、接通电源。

13、安装皮带的辅助装置，洒水软管、灭火器、灭火砂、消防管路等。

(三)安装的要求:

1、电机、减速机、底座、传动滚筒及机头硬架，必须按规定安装牢固。

2、机头、机身和机尾的中心线必须保证成一直线。

3、机头、机尾各个滚筒，托辊必须与运输机的中心线垂直。

4、胶带连接使用狼牙卡，皮带接口完好。

(四)试运转:

1、全面检查各部的安装质量。

2、各润滑部位油量应达到规定量，油质必须保持洁净。

3、按起动按扭、点起动，无异常后方可正常开机运行。

4、试运转时，注意观察各部的运输情况，若有异常，立即停机进行处理。

5、皮带跑偏应调整，先调下皮带，再调上皮带。

(五)皮带输送机的回撤:

1、皮带司机松涨紧绞车，由专职电工负责找口，将皮带拆开。

2、专职电工负责停电，拆除控制线、电源线和皮带各项保护。

3、四人扶住一片硬架(每头两人)，一人用扳手将该硬架的螺丝松开，四人将该硬架片靠巷道东帮码放好。用同样方法将其余硬架片拆除。

4、机头部件拆除时，当班队干负责监护，班长负责起吊，起吊过程中非作业人员远离起吊点，电机、减速机解体用5吨倒链，拉动小链，使待拆卸设备吃劲。然后人工将电机、减速器、卸载架上的螺丝卸下，松开倒链，慢慢将设备放在地上。机头部分拆除后都码放在切眼开口处老塘帮。

5、将拆除的皮带、连接管、h架、托辊以及机尾部分，靠切眼老塘帮摆放好。

九、辅助运输

1、掘进所需支护材料均采用底皮带运输，所需小件如托板、球形垫等运输时要成箱或成捆运输，用16#铅丝绑结牢固，必须与锚杆、钢筋托梁等物料放置在一起，上料时必须把物料放置在皮带中间。

2、切眼所需皮带输送机和刮板输送机电机、减速机、滚筒、硬架、h架、皮带机尾等大型部件采用人工抬运的方式，运输至安装地点。

3、皮带输送机和刮板输送机的其他部件，如溜槽、连接管、托辊等，均采用底皮带运输。

4、设备的螺栓、键等小零件由人工携带至安装地点，要保管好，以防丢失。

5、底皮带运输时，上料总长度不得超过30米。

十、安全注意事项:

(一)机掘开口安全注意事项

1、切眼开口前，由生产技术部标定开口位置并确定中线，将开口处的锚索打设并张拉完成后方可进行开口作业。

2、在开口位置设一组顶板离层仪测站，跟班队干、验收员交接班要观测一次，以后每隔30米在距老塘帮4米处顶板打设一组，并做好记录。

3、开口前，先对开口处北帮的顶板和帮进行检查，同时将掘进机停电闭锁，确认安全后，人工将开帮处网片解开并松开帮锚杆螺母，卸下钢带和托板。

4、开口掘进30米内可以不执行退机5米的规定，但割煤完毕或要人工出煤时，

必须切断掘进机电源，闭锁隔离开关。

5、开口初期割煤，煤墙帮转载皮带机头往里严禁有人停留或作业。

6、割煤退机时要由专人在掘进机后约6米处的安全地点监护，以防掘进机压坏煤溜或撞坏皮带机尾。

7、开口拐弯时，掘进机及转载皮带周围严禁有人。

8、人工出煤前必须认真检查煤溜运行情况并进行试运转，在煤溜无问题后，方可人工出煤。

(二)延伸皮带机尾安全注意事项

1、作业前，先将皮带松开，然后采用30b溜圆环链配紧口马蹄环和φ16mm螺丝将皮带机尾拴住，挂在掘进机牵引装置上，螺丝要满丝满扣，然后由掘进机进行拖拉。

2、拖拉前，先检查大链、马蹄环和螺丝的完好情况，发现不合格要立即更换。

3、拖拉时，大链两侧、掘进机前方严禁有人作业或停留，同时机尾看护人员要站在转载皮带后进行监护，严禁有人通过或作业。

4、拖拉时，掘进机必须要均匀吃力，严禁出现闪动，如有意外及时停机。

(三)皮带机头、机尾柱打设安全注意事项

1、掘进一次切眼时，皮带机头、机尾戗柱均采用铁柱，必须保持完好，铁柱须将铁销锁牢。

2、戗柱打设在巷帮煤壁上，打设前先在煤壁上做出柱窝，打设后必须用木茬背紧，保证戗柱撑紧顶牢，并用10#铅丝将柱头与帮钢带绑接牢固，机头戗柱靠煤壁端打设高度不得超过300mm，机尾戗柱打设高度不得超过800mm，不得影响行人畅通行走。

3、如无法用铁柱固定皮带机头、机尾时，要打设地锚固定，地锚打设可采用2根φ20-m22-1000mm螺纹钢锚杆，锚固力达到70kn方可使用，使用30b 溜圆环链，分别拴在两根锚杆和机尾上，马蹄环要用螺栓封口，满丝满扣。

(四)拆接溜安全注意事项

1、30b溜拆接，必须使用5t倒链或专用千斤顶紧链器，严禁点动碰煤溜。

2、使用5t倒链时，必须保证倒链自锁，操作灵活，吨位相符。使用专用千斤顶紧链器时，应保证各处油封良好，伸缩灵敏，否则应立即更换。

3、拆接溜前，首先检查开关灵敏情况，将煤溜开空，并将接口开至合适位置，停电闭锁开关后，用5t倒链或千斤顶紧链器接上。

4、用千斤顶专用紧链器，必须有专人看护平衡板，防止切链器脱出煤溜伤人。

5、无论是5t倒链还是千斤顶专用紧链器，作业人员必须站在溜子侧面，严禁跨在溜子上操作，并在接链点和千斤顶间横放一根结实的刹杆，防止断链伤人。

6、接溜期间，机尾严禁站人。

(五)设备运输安全注意事项

1、开机前，司机应从机头至机尾对设备进行全面检查。

2、电机、减速机、液力偶合器、信号、刮板等都必须全部合格。

3、按信号开机，保持注意力高度集中，大块煤矸要打碎。

4、检修时必须闭锁开关。

5、遇有特殊问题立即停机，并进行处理。

6、下班时应将煤拉净。

7、切眼刮板运输机运输时，要有专人看护转载皮带机头，看护人员要站在转载皮带机头前方1m外，不准站在转载皮带两侧，发现异常情况，要及时通知掘进机司机，停机后进行处理。

8、要将底板浮煤清净、清平，以利于转载皮带的移动。

9、30b煤溜长度小于10m时，机头5m范围不得站人。

10、30b溜机头打设压柱，压柱直径不小于140mm，不得使用摩擦支柱或其他材料代替，顶板要有100mm深柱窝且用8#铅丝绑于顶梁上。

11、在30b溜机尾要用双股10#铅丝将两根3m连接管(2寸半)绑在30d溜机尾三节槽两侧，使其成为一个整体。

(六)打设木点柱施工措施:

①挖柱窝:将竖柱处浮煤清至实底，凿好柱窝后垫好鞋板。②上柱帽:搭设牢固工作台，作业人员在工作台上将柱帽(平面)接起到顶板合适位置并用铅丝将柱帽与顶梁绑牢。③作业人员将木柱竖到柱窝内，待柱头对准柱帽中心后将木柱与柱帽绑牢。最后用木茬将木柱打紧。

(七)放炮作业安全注意事项

1、作业时，要有跟班队干或班组长现场指挥、监督，确保安全作业。

2、放炮时，要对放炮地点20m范围内的电缆、水管、设备、风筒、皮带机等用废皮带等加以可靠保护。

3、放炮母线要拉够75米，放炮时，要在切眼内距离放炮地点100米外和1105风巷内距离放炮地点100米外设专人警戒，以防人员误入。

4、放炮前后必须对放炮地点20m范围内进行冲洗，放炮使用放炮水幕。

5、炸药雷管的运送及使用管理:

(1)所有爆破人员包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆炸材料的性能及其相关规定。

(2)井下爆破作业必须由专职爆破工担任，爆破工必须经过专门培训，并持有爆破操作资格证书，爆破工必须依照爆破说明书进行爆破。

(3)爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的炮药箱中，并加锁，严禁装在同一炮药箱内，严禁乱扔乱放。

(4) 炸药、雷管的领取、使用、退回必须账物相符，严格按手续办事。

(5) 背送炸药的人员行走中要避免接触电缆和金属导体，严禁用矿车、皮带机、运输机运送炸药和雷管。

(6)背炮工必须从火药库领取规格、数量符合要求的炸药和毫秒延期电雷管，运送时，电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送，炸药和雷管箱间的距离保持10m以上，要匀速行走，避免使箱体产生震动。雷管、炸药，不准装入口袋或用手拿。

(7)炸药、雷管在工作面存放要离开电气设备、金属导体等。必须将其放在顶板完好、不淋水的安全地点，爆破时放在警戒以外的安全地点。

(8)禁止任何人敲击炸药、雷管箱子，禁止坐在箱子上加工炸药，箱子必须加锁，不加工时，禁止开锁，钥匙必须随身携带。

(9)装配引药时，必须防止电雷管受到震动或冲击，防止折断雷管脚线或损坏绝缘层。

(10)电雷管只许由药卷的顶部插入，不得用电雷管代替木尖棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内，并且用脚线将药卷缠牢，把雷管末端扭结。

(11)炮眼封泥用水泡泥，禁止用煤块、煤粉或其它块状、可燃性材料作封泥。

(12)放炮作业，班组长、放炮员、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。

(13)装药时，要清除炮眼中的煤粉，用木质或竹质的炮棍将药卷轻轻的推入，不得冲撞和捣实，炮眼内的药卷必须彼此密接，装药后，必须把电雷管脚线悬空，并扭结或短路，严禁电雷管、放炮母线同运输设备、电气设备以及采掘机械等导体接触，所剩炸药和雷管必须如数全部归还火药库。

(14)爆破母线和连接线应符合下列要求:

①爆破母线必须符合标准，采用铜芯绝缘线。

②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与金属管、金属网、等导电体相接触。

③绞车窝施工时，爆破母线应随用随挂。

④爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧时，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。

⑤只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用金属管、金属网、水或大地等当作回路。

⑥爆破前，爆破母线必须扭结成短路。

(15)放炮前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达放炮命令，并且在警戒位置派专人站岗。

(16)放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带，不得移交他人，非放炮时，母线必须扭结或短路，如有损坏，立即更换。

(17)通电以后，无论炸药爆破与否，放炮员必须取下钥匙，并将母线摘下，扭结或短路，至少等15分钟才能沿线检查。

(18)如果有残炮、瞎炮，必须处理后方能进行其它工作，由于连线不良造成瞎炮，可重新连线放炮，禁止用镐刨或从炮眼内取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管，禁止将炮眼底(无论有无残炮)继续加深，禁止用打眼的方法往外掏药;在距离炮眼至少0.3m处打与瞎炮平行的新眼，重新装药放炮。

(19)一旦有残炮、瞎炮要由放炮员收集，交回火药库，严禁将雷管、炸药随煤拉出。

(20)禁止打眼、装药同时进行，装药不得与任何工作同时进行。

(21)皮带运转时，严禁任何人员身体任何部位接触皮带机运转部件。

(22) 放炮前后，必须对作业地点附近支护进行检查，对锚杆进行再预紧，放炮造成帮锚杆失效时，必须及时补打一排。

(23)作业完毕后，搞好现场文明生产。

(八)避灾路线

1、火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线:

切眼贯通前:

掘进头→1105切眼→1105风巷→回风大巷→2#胶回联巷→胶带大巷→1#进风联巷→轨道大巷→副立井→地面

切眼贯通后:

掘进头→1105切眼→1105运巷→胶带大巷→1#进风联巷→轨道大巷→副立井→地面

2、水灾避灾路线:

掘进头→1105切眼→1105风巷→回风大巷→风井梯子间→地面

(附图:避灾路线图)

十、临时支护、供电、防尘、监测监控、辅助运输、起吊作业等等相关的安全注意事项和管理制度严格执行《1105风巷掘进作业规程》和《拖、吊、拉、装、运安全技术措施》中有关规定。切眼贯通时编制专项技术措施。

审批意见:

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面切眼掘进

131101工作面皮带顺槽掘进到1810米开切眼，切眼宽8m，高3m，矩形断面，由于巷道加宽，特制定如下补充安全技术措施:

1、切眼开口也就是掘进机掉头点，必须按支护图进行锚网与梯子梁支护和单体支柱与π形梁联合支护。

2、切眼掘进分二次，第一次切割宽度为4.5m，必须按支护图打两排锚索后方可进行第二次切割，第二次切割宽度为3.5m。在第二次切割时边进行切割边进行单体支柱与π形梁联合支护，π形梁排距为1 m，单体支柱间排距各1 m，单体支柱与π形梁联合支护最大控顶距不超过1.5 m，严禁支护滞后。

3、单体支柱打设要垂直于顶底板并加设防倒链。

4、切眼开口处和切眼掘进锚索最大控顶距不超过1.6 m，锚杆最大控顶距不超过1.0 m，严禁支护滞后。

5、切眼开口处宽度超过4.5 m时，沿中线打单体支柱与π形梁作为临时支护。

6、刮板机头、机尾必须打压柱或地锚。

7、单体支柱型号:dz35-20/110q，最大支撑高度3.5米，最小支撑高度2.7米，额定工作阻力200kn;π形梁选用2米π形梁;

8、帮锚杆锚固力不小于30kn;顶锚杆锚固力不小于70kn;锚索锚固力不小于100kn。

9、工作面切眼每隔30米安设一个顶板离层仪，并按期观察、记录。

10、顺槽与工作面切眼交叉口支护按照切眼支护方式进行支护。

11、本补充措施要组织全队人员学习，贯彻到全队每一个作业人员。

技术科

二0一0年五月二十日

工作面切眼施工 补充安全技术措施：综采工作面切眼深孔预裂爆破放顶

为了减小12-2上101综采工作面初次来压带来的巨大冲击力对设备及人员造成危害，保证初次来压期间工作面的安全生产。根据临近矿井首采工作面的开采经验，经研究决定在12-2上101工作面切眼内布置40个炮眼进行深孔预裂爆破放顶。为确保现场施工的安全顺利，特制定如下安全技术措施。

一、概况

(一)工作面概况

12-2上101综采工作面位于井底车场附近，为矿井的首采工作面。工作面走向长度4555m，倾斜长度305m。切眼为净宽9.0m、净高3.8m的矩形断面，顶部留有2.0m的顶煤，采取锚网索支护。根据1#回风附近距切眼1050m位置处的j5钻孔资料显示。煤层顶板50m以内的岩性至下而上分别为:砂质泥岩(1.79m)、中粒砂岩(2.20m)、泥岩(2.10m)、粉砂岩(3.00m)、泥岩(5.45m)、中粒砂岩(11.05m)、细粒砂岩(2.73m)、泥岩(2.90m)、细粒砂岩(2.40m)、粉砂岩(6.90m)、中粒砂岩(1.33m)、煤(0.10m)、中粒砂岩(9.11m)。附:金鸡滩井田j5号钻孔柱状示意图

(二)水文地质情况

煤层顶板50m以内的岩层属于侏罗系中统延安组孔隙裂隙承压含水层含水层岩性主要为中、细粒砂岩，局部粗粒砂岩，泥质胶结或钙质胶结，结构致密，裂隙主要为水平或波状层理面及稀少的岩体节理。裂隙密闭或被方解石充填。据野外调查该岩组节理为1~2条/m，裂隙及节理透水性差。煤系抽水试验表明:各含水岩段富水性均极弱。

根据《金鸡滩矿井初步设计说明书》中矿井防排水的部分内容，结合矿井副斜井、回风立井、12-2上101综采工作面顺槽掘进施工过程的涌水量以及临近杭来湾煤矿、白鹭煤矿、银河煤矿考察情况进行综合分析，工作面预计最大涌水量为500m3/h。

二、设备工具的准备

序号

名称

型号

数量

备注

1

全液压坑道钻机

myz-150

1台

2

合金钻头

φ85mm

10个

配套钻杆

3

煤矿许用乳化炸药

φ70mm×400mm×1.5kg

2000kg

4

煤矿许用导爆索

/

2000m

5

煤矿许用毫秒延期电雷管

100发

6

pvc管(配套的管接头、堵头)

φ75mm×2mm×2.0m

800m

7

炮棍

φ70mm×4.0m

10根

8

炮泥

9

圆木楔

ф70mm(小头)-ф100mm(大头)×500mm

50个

木椎两侧各有一个规格10mm×10mm的开槽

10

炮线

2×2.5mm2

三、炮眼布置

(一)炮眼中心线布置距切眼中心线1.0m处，距切眼副帮(采空区侧)3.5m。

(二)炮眼孔间距为8 m(两端头各4个钻孔间距为6m)，呈"一"字形分布。

(三)炮眼长度以8m、16m、24m、32m为一组进行布置，炮眼向回风顺槽倾斜与切眼平行，仰角均为30°，垂深分别4m、8m、12m、16m。

(四)附:炮眼布置示意图

四、施工程序

切眼施工完毕后，安排队伍施工炮眼钻孔→在工作面推进4~5m(即5刀)后停止两小时，开始装药、爆破。

五、技术要求

(一)装药系数约为0.6，每米炮眼装药量为3.75kg，炮泥装填系数约为0.4。

(二)提前在地面将炸药装入pvc管内，导爆索与炸药的连接采用细线绳作捆绳。炮泥除炮眼最外端2m不装管外，其余均装入pvc管内。

附:装药结构示意图

附:炮眼装药对应表

眼号

炮眼垂深

炮眼长度

装药量

联线方式

(卷/眼)

(kg/眼)

小计(kg)

1 5 9 13 17 21 25 29 33 37

12

18

180

串并联

2 6 10 14 18 22 26 30 34 38

16

24

36

360

3 7 11 15 19 23 27 31 35 39

54

540

4 8 12 16 20 24 28 32 36 40

32

48

72

720

共计

800

1800

(三)炮眼采用连续耦合方式装药，双雷管，双导爆索引爆，两根导爆索延伸至炮眼底部，每一根导爆索均采用雷管引爆。

(四)联线方式为并串联，即炮眼口的两个雷管为并联，炮眼之间为串联，起爆方式采用延期电雷管引爆导爆索，由导爆索引爆炸药。

附:电雷管连接示意图

(五)起爆顺序为分段式起爆，共分为四组，每组各分为四段起爆，自第一组至第四组分次起爆。组段对应孔号为:第一组起爆1~10号，其中1、5为第ⅰ段，2、6为第ⅱ段，3、7、9为第ⅲ段，4、8、10为第ⅳ段;第二组起爆11~20号，其中11、13、17为第ⅰ段，12、14、18为第ⅱ段，15、19为第ⅲ段，16、20为第ⅳ段;第三组起爆21~30号，其中21、25、29为第ⅰ段，22、26、30为第ⅱ段，23、27为第ⅲ段，24、28为第ⅳ段;第四组起爆31~40号，其中31、33、37为第ⅰ段，32、34、38为第ⅱ段，35、39为第ⅲ段，36、40为第ⅳ段。

六、安全技术措施

(一)所有参与施工人员必须进行贯彻学习签字后，方可进行相关施工作业。

(二)使用myz-150型全液压坑道钻机进行施工炮眼时严格按照钻机使用说明书的规定执行好相关操作流程及注意事项，并编制专项安全技术措施。

(三)地面装药

1.装药地点严禁有明火，必须切断电源，地面作业人员在装药时也不得携带烟火和手机，无关人员、车辆严禁进入场地，炸药必须放在安全地点，而且每班要有专人看管，每班至少二人。

2.装导爆索时严禁冲击和挤压，当需要剪断时，只准用快刀剪断，不准用火烧断，同时切断导爆索时要远离炸药摆放位置;封泥段两米长的导爆索为了防止受挤压，用胶带纸裹好。

3.施工单位地面值班人员要深入装药现场进行检查。

4.为了保证放顶顺利，在装药前对雷管以及放炮器材进行检查，做好爆破试验。

(四)运输炸药

1.运输线路:地面装药场地→副斜井→一水平2#辅助运输大巷→12-2上101辅运顺槽→工作面切眼→各装药孔位置。

2.炸药、雷管和导爆索装运严格执行《煤矿安全规程》第310~314条的有关规定。

3.火工品由放炮员押运，从炸药库领取炸药使用专用车辆运送到地面装药场地，严禁炸药、雷管、导爆索混装。

4.地面往井下运送炸药的押运员要熟悉爆炸品性能，懂得突发事件的应急处理，必须经过专门培训。

5.安监员要全程监督检查车辆装、卸运输作业，发现异常情况及时处理并报告调度室。

6.爆破材料应用帆布覆盖、捆紧，运输爆破材料的车辆严禁逗留在装药地点。

7.往井下运送爆破材料的车辆，出车前必须经过检查，车厢不得用栏杆加高，车辆要加设接地链，行走速度不超过15km/h，车辆必须悬挂“危险”字样的反光警示标识。

8.运送炸药，停止所有下井、升井及井下作业车辆的运行，保证运送炸药时，无中止地直达目的地。

9.往井下运送装有炸药或炮泥的pvc管时，每两辆车为一组，一辆拉炸药，一辆拉炮泥，按照孔深进行分装(8m、16m、24m、32m)，并且在pvc管上标识清楚，便于井下装药。

(五)工作面装药及连线

1.装药前班长安排专人在距装药点500m以外可能进入装药地点的出入口安排专人警戒，与装药工作无关人员严禁进入。

2.装药后，必须把电雷管脚线悬空并扭结，严禁电雷管脚线、导爆索、放炮母线同运输设备、电气设备及机械等导电体相接触。

3.装药过程中矿派安监员、瓦检员跟班随时监测o2、co、ch4浓度情况，如有异常，立即停止相关作业，如情况严重，应立即撤出人员，待其各浓度值达到要求后，方可再进行相关作业。

4.脚线的连接工作由专职放炮员进行，放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准放炮员一人操作。

5.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，拉住前端线将电雷管抽出，并把抽出的每个电雷管脚线末端扭结。

6.绑扎雷管时必须防止电雷管受震动、冲击、折断脚线和损坏脚线绝缘层。

7.电雷管与导爆索绑扎时，必须把电雷管脚线末端扭结短路。

8.工作面采取分组装药起爆，即装完第一组炮眼，起爆完后，方可进行下一组炮眼的装药工作，严禁一组装药分次起爆。

(六)放炮

1.装药前必须切断工作面及两顺槽所有电器设备电源。

2.放炮前严格按照工作面防排水设计要求做好排水设施的准备工作，防止顶板涌水影响工作面的安全生产。

3.放炮前必须对工作面和回风顺槽及整个回风系统内的煤尘进行彻底清洗，每次装药和放炮前必须对工作面和回风顺槽及放炮地点的瓦斯和煤尘浓度进行检测，如不符和放炮要求，严禁装药放炮。

4.放炮前工作面所有支架必须处于完好工作状态，各种阀组、乳化液管接头等必须完好，支架拉成一条直线，并要接顶良好，初撑力要求达到额定工作阻力的80%以上，超前支护必须符合作业规程要求，否则不得放炮。

5.炮眼内药量较大，警戒距离不小于500m，工作面实行分组爆破，从机尾开始向机头方向爆破。

6.井下放炮工作必须由专职放炮员担任，放炮员、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁”放炮制。放炮员必须由经过专门培训且有两年以上放炮工龄的人员担任，放炮员必须持有放炮证。

7.检查瞎炮时要有两人进行，特别要观察好顶板，确保完好后，方可进入。

8.放炮员必须最后离开放炮地点，撤离到有警戒线以外的安全地点进行放炮。

9.放炮器的钥匙或手把必须由放炮员随身携带，不得转交他人，更不准将钥匙插入放炮器，放炮后随手将钥匙拔掉，摘掉母线并扭结成短路。

10.放炮前，班组长必须清点人数，并安排好专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作，工作面及顺槽内所有无关人员必须撤到一水平辅运大巷内，回风顺槽不允许有作业人员，必须全部撤离，班组长要确认工作面所有人员撤离到安全地点后方可下达放炮命令，在撤人的过程中所有人员要听从放炮员的指挥及时撤离，放炮员接到放炮命令后，必须发出放炮信号、吹哨，并大喊三声，至少再等5秒钟方可放炮。放炮人员必须在距离放炮地点500m安全距离以外的顺槽联巷内进行放炮工作。

11.通电后装药炮眼不响，放炮员必须先取下放炮手把或钥匙，并将放炮母线摘掉，扭结成短路，然后等待至少15分钟时间，沿着放炮母线线路进行检查，找出不响的原因。

12.整个放炮工作结束以后，有害气体和粉尘浓度经检测符合《煤矿安全规程》要求，经安检合格后，人员方可进入工作地点正常作业。

13.矿成立放炮领导小组，统一协调指挥放炮工作;放炮工作由经验丰富的专业放炮员实施。

(七)以上未尽事宜严格执行好《煤矿安全规程》相关规定。

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面切眼倒车硐室开口施工

一、 概述:

按照____1工作面切眼设计要求在距____1工作面皮带顺槽前进左帮77米处开____1工作面切眼倒车硐(如果开口处顶板破碎，则通知技术科，由技术科现场标定开口位置)，巷道断面为矩形断面，规格为:5000*3300mm，倒车硐室长为12米，倒车硐室开口侧两帮抹角3米。

二、施工要求:

1、____1工作面切眼倒车硐室严格按照技术科给定中线沿顶板进行施工。

2、____1工作面切眼倒车硐室顶部采用锚网索支护。锚杆间排距800*900mm;锚杆采用φ20*2200mm的右旋螺纹钢锚杆，7-7-7布置;锚固剂采用ck2370锚固剂，每根锚杆用1根;钢带采用φ12圆钢加工，规格为4870*90mm;菱形铅丝网采用8#铅丝加工，顶部(两片)3200*2600mm。锚索3-2-3布置，打二根间排距为2000*2700mm，打三根间排距为1600*2700mm;锚固剂采用ck2370锚固剂，每根锚索用2根;

3、开口包角锚杆采用φ16*1800mm圆钢锚杆，间排距950*900mm， 3-3-3布置，锚固剂采用ck2335锚固剂，每根锚杆用1根，钢带采用φ10圆钢加工，规格为2500*60mm;网片采用3200*2600mm铅丝网竖向布置。

4、____1工作面切眼倒车硐室开口处采用锚索结合w钢带进行加固(见附图)。

三、 开口安全技术措施:

1、开口时必须有盯岗干部在现场指挥，否则严禁施工。

2、开口前，按照开口加固要求对开口位置顶部、两帮进行加固支护，未加固好严禁施工;

3、开口范围在3米以内时严格执行“掘一排、支一排”。

4、巷道开口距离超过3米时，按正常循环进行掘进，遇地质构造及破碎带时必须“掘一排、支一排”。

5、开口时严格执行“敲帮问顶”制度，确定无安全隐患后方可施工。

6、敲帮问顶工作应由2名有经验的人员担任，1人负责敲帮问顶、1人观察顶板、两帮和退路。敲帮问顶人员必须站在支护完好的安全地点，观察人应站在敲帮问顶人员的侧后方，并保证退路畅通。

7、敲帮问顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部、由上至下后两帮依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。

8、敲帮问顶人员应戴手套和使用长把专用工具。

9、敲帮问顶时要停止周围5米范围内运转的机器设备，防止机械伤人事故发生。

10、顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖，在确认无安全隐患后方可继续施工。

11、经常检查工作面后方巷道顶帮及支护受力情况，发现有锚杆、锚索托盘变形及钢带受力时，必须及时补打锚杆(索)进行加固修复。

12、施工过程中，遇顶板破碎、掉渣、片帮严重、顶板有“闷炮”声、裂缝扩张、淋水增大、托盘变形、顶板下沉、底板膨起等顶板来压预兆时，现场人员必须立即停止工作，撤至安全地点，待查明原因，采取措施确认安全后方可施工，否则人员严禁入内。

13、开口时，要先将顺槽顶部网片、锚杆及钢带处理完毕，登高处理时必须使用专用梯子(或凳子)。

14、开口掘进3m后，将开口处抹角处理合格，并进行包角，包角范围必须超出抹角范围不少于2m，有片帮危险时及时补打临时锚杆。

15、开口抹角处有空顶区域时，要进行锚网支护，不得空顶。

16、开口时综掘机二运机尾使用12*64(40t刮板链)的圆环链或3t导链对二运机尾进行起吊固定，固定时打专用起吊锚杆。

17、开口掘进够6m时，必须将局部通风机风筒接至工作面，将瓦斯及一氧化碳监测传感器移至工作面内;巷道施工过程中顶板破碎、有裂隙及淋水加大时，当班班长必须利用瓦斯便携仪对巷道瓦斯进行经常检测。

18、在施工过程中严禁人员在运行的综掘机两侧、前方及后方5米范围内作业、行走，防止机组摆动时伤人。

19、装载机出货过程中，人员必须躲到安全地点，装载机在运行到装货点、卸货点时，5米范围内严禁人员作业、逗留。

20、胶带输送机机尾设专人看护清理，必须保证机尾皮带不跑偏，不堆货。

21、在开口位置中心线距____1工作面切眼中心线500mm左右位置安设顶板离层仪，在巷道开口后及时将顶板离层仪钻孔打好，眼深8米，并及时安装。22、未述事宜执行《煤矿安全规程》(____版)及《____1工作面切眼掘进作业规程》、《鄂尔多斯市昊华精煤有限责任公司安全技术操作规程》中相关内容。

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面切眼底板铺混凝土

11706综采工作面即将回采至2#补切眼，进行综采设备的安装，工作面切为了工作面切眼安装、拖运运输机、支架等重型设备时安全可靠，预防设备在拖运过程中钻底而增加运输负荷和发生歪倒损伤设备等安全事故，需在11706切眼铺混凝土固化底板。为保证混凝土铺施工质量和安全，特编制本措施。

一、施工地点概况

施工地点为11706综采工作面2#补切眼，2#补切眼采用锚网支护，长45米，净宽4.5m。

二、材料工具准备

1、材料:沙子、水泥。

2、工具:φ10、φ19高压胶管各40m、风镐、铁锨、手镐、木板等。

三、施工方法

原材料提前用车皮装运从11706轨顺进车，到达工作面轨顺口后，将材料装在滑板上，利用2#补切眼机尾硐室20t绞车配合回头滑轮往机头运料，到达铺设位置后卸下，从机头往机尾方向顺序逐步施工，施工前提前接通供水管路。

混凝土铺设厚度为200mm。施工前，应先对混凝土基层进行处理。以切眼中线为基准，按照混凝土铺设厚度，标出混凝土铺面的控制线，用线绳拉线定出标高，控制线的坡度应与切眼设计坡度保持一致。然后用铁锨和手镐将底板找平，高的地方挖掉，凹的地方填平。保证顶底板高度不低于1.7米，施工混凝土后顶底板高度不低于1.5米。

混凝土搅拌采用人工搅拌，水泥与沙质量比例按照1:3进行配比，搅拌做到干三遍，湿三遍，确保搅拌充分，搅拌好后，先在铺设混凝土的底板上洒水，人工用铁锨进行灌注并振捣。灌注混凝土面必须以标定的控制线为准，防止灌注后顶底板高度不够1.5m，影响以后设备安装。混凝土铺设振捣后，用水平木或铁锨将表面抹平。

铺好的混凝土应在12小时内进行洒水养护。

四、安全注意事项

1、所有施工人员认真学习本措施，了解铺质量要求。

2、班组长、验收员现场要严格监督铺质量，保证铺后顶底板高度达到规定要求。

3、利用绞车打回头往里进料时，绞车司机必须必须熟悉切眼坡度，开车过程发现受力异常必须停车检查，不得死拉硬拽。

4、用绞车往切眼进料时，工作面切眼严禁有人。严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。

5、进料过程中，发现料车偏移严重需要人为调整滑子方向位置时，绞车司机必须停掉绞车电源，待人员处理好后，确保工作面内无人时方能再次启动绞车。

6、所有起吊点必须牢固可靠，铁滑车须使用40t链子锁在两边锚杆或锚索之间进行吊挂。

7、吊挂所用的所有连接件必须完好齐全，用锚杆螺栓或起吊鼻子在锚杆上的连接必须上满丝。

8、加强井下水泥的存放和保管，防止水泥受潮失效。

9、人工搅拌和振捣混凝土时必须认真负责，保证搅拌均匀，杜绝出现不振或漏振的地方而影响混凝土质量。

10、拌料时，工作人员应佩戴口罩，采取综合防尘措施。

11、浇注前，必须清理干净施工范围内的浮矸、淤泥、积水、杂物等。

12、铺后的混凝土未达到强度前，要在切眼两头分别打好防护栏或拉绳警示，严禁行人过往损坏混凝土。

13、其它未尽事宜，严格按《煤矿安全规程》有关规定执行。

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面切巷施工

一、巷道布置及说明

21091工作面切巷开口位置:21轨道下山口往里，沿21091工作面下副巷135米处，施工方位:152°，沿煤层底板掘进，设计长度72米，施工完成后，与21091上副巷贯通。

二、地质概况

1、顶板岩性

顶板:根据21091上、下付巷掘进施工揭露地质情况分析，该巷顶板为粉砂岩、泥岩顶板，平均3.8m，(伪顶为泥岩0.1-0.3m)，老顶砂纸泥岩，中细砂岩，平均后16m左右。底板:为中、细沙岩及泥岩，厚度5米左右。其下为l7、l8 、灰岩，厚度10米。

2、地质构造

该施工地段为复采煤层，预计在施工过程中压力较大，如遇特殊地质变化带时，应及时采取相应的补充安全技术措施。

3、水文

根据其附近巷道揭露地质情况分析，该地段不会有大的涌水现象。但该工作面为复采煤掘进，根据地测科搜集的21091工作面附近水文地质资料以及上、下付巷实际揭露分析，施工区域无水，但在施工过程中不能麻痹大意，要引起高度重视，必须坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则进行施工。

4、煤尘、瓦斯

二1煤以粉煤为主，煤质干燥，煤尘具有爆炸性。

该地段沿煤层底板掘进二1煤层瓦斯含量不高。在施工过程中，应严格按“一通三防”安全技术措施要求把各项工作做到位。

三、规格尺寸

21091工作面切巷采用工字钢腿，元木棚梁的梯形支护方式，上净宽3.0米，下净宽:3.5米，中高2.2米，棚距0.5(净间距)米，梁长3.5米，柱腿2.5米，掘进断面积7.9m2，净断面积7.15m2。

架棚时，所用工字钢型号为11#。巷道两帮必须采用川杆、荆芭严密闭帮。顶板破碎处必须上川杆、荆芭背顶。川杆间距不大于300mm，直径不少于50mm。架棚时必须使用木楔将棚架打紧背牢，且棚架之间必须打设不少于4组的撑杆，(撑杆规格为50×50×500mm的方木)，两组打设于棚梁两头接口处，另一组打在柱腿的上部0.4m处和下部下0.4m处。

四、施工条件

1、手镐落煤

施工过程中采用手镐和风镐相结合的落煤方式，必须严格执行“敲邦问顶”制度。

2、装载、运输

采用sgb320-22型刮板输送机跟进工作面。

煤岩由21091下副巷刮板输送机及皮带直接传送到21运输下山的二部皮带机上运走。

3、通风、防尘

a、通风

1)风量计算

<1>;;、按瓦斯涌出量计算风量:

100·qch4·kch4 100×1.19×1.5

q掘=-------- = ------

c 1

=178.5m3/min

q掘:掘进工作面所需风量 m3/min

qch4:掘进工作面沼气最大涌出量 m3/min

依据____年矿井瓦斯等级鉴定结果 该进风绕巷工作面沼气最大涌出量:为1.19m3/min

kch4:沼气涌出不均衡系数 1.4一一2.0

c: 掘进工作面风流中最大允许沼气浓度 1%

<2>;;、按最多工作人数计算风量

q掘:=4n=4×20=80m3/min

n:掘进工作面同时工作的最多人数，考虑到某些时候检查人员较多，最大人数增加到20。根据以上计算，取其最大值，则供风量应为178.5m3/min

(4)、风速校验:

q 178.5

v=---- = ---- =0.48m/s

s 6.16×60

0.25m/s[vmin]<0.48m/s<4m/s[vma*]

经以上校验，掘进工作面风速符合《规程》中最大风速与最小风速的规定，所以该掘进工作面供风量应取为178.5m3/min

1、风机选型

根据以上风量计算，可采用2×22kw局部通风机配600mm抗静电抗阻燃风筒供风。

风机安设位置:21轨道下山中部21泵房口处。

2、通风路线

新鲜风流从主、副井→11轨道上山→ 185轨道巷→21 轨道下山。

乏风由该工作面→21091下副巷→21运输下山→ 185运输巷→总回风巷→风井。

b、防尘

1、作业人员配戴防尘口罩搞好个体防护。

2、掘进工作面安设防尘管路坚持洒水灭尘。防尘水管铺设路线:21091下副巷50的钢管子上用三通接到该掘进工作面。

3、 供电:由21泵房专用开关、专用线路、专用变压器供电，供电电压660伏，并坚持使用风电、瓦斯电闭锁装置及煤电钻综合保护装置。

4、安全监测监控

由矿井安装的kj95n瓦斯监控系统直接实行24小时连续监测;两台瓦斯传感器，一台安设于掘进工作面，且距正前不超过5米，瓦斯报警浓度为1.0%ch4，断电浓度为1.5%ch4，复电浓度为1.0%ch4以下，断电范围为掘进工作面及其回风流内全部非本质安全型电气设备; 另一台安设于其回风流末端，21091下副巷口10米处。其报报警浓度为1.0%ch4，断电浓度为1.0%ch4，复电浓度为1.0%ch4以下，断电范围为掘进工作面及其回风流内全部非本质安全型电气设备;

在施工过程中，掘进工作面的瓦斯传感器随巷道的延深而前移，且时刻保持与工作面的距离不超过5米。

五、质量标准及文明生产要求

1)、质量标准要求

1、严格按测量挂的正规中线、坡度线施工。

2、净宽:巷道中线至任何一帮间距必须达到设计要求。误差0∽ 10mm。

3、净高:净高误差0∽ 10mm。

4、构件质量:工字钢无弯曲变形现象，工字钢、川杆、荆芭材料质量符合要求。

5、前倾后仰:平巷支架无前倾后仰现象，上山巷道丢劲符合规定。

6、棚梁位置:棚梁应垂直于巷道中心线，无歪扭迈步现象，误差不超过50mm，支架顶梁上面应紧贴顶板。

7、闭帮背顶:按设计要求，川杆、荆芭闭帮背顶严密，无空帮漏顶地段。

8、柱窝深度:柱窝深度不少于200mm，并必须落到实底上，底软时要穿靴。

9、棚梁接口:棚梁接口严密合缝，无前穷后缺，抗肩错牙现象。

10、棚距:棚距误差不得超过设计的5mm 。

2)、管线吊挂

1、风筒要求环环吊挂，平直成线，中途严禁分岔。

2、水管与风筒同帮布置，用铁丝捆扎牢固，平直成线。

3、电缆靠下帮布置，每3米掉挂一道，要求动力电缆与信号照明电缆上下分开悬挂，垂度适当且必须使用电缆钩悬挂整齐。

3)、防尘装置

1、巷道内的供水管中上必须每隔50米设置一个三通阀门，阀门及管路的连接处不得出现跑、冒、滴、漏。

2、各转载点必须安设完善的撒水喷雾装置，要求位置得当、雾化效果好，灵敏可靠，使用正常。

4)、文明生产标准及要求

1、巷道无杂物、无淤泥、无积水，高、宽、平、净、直，工具物料、设备放置整齐有序。

2、风筒掉挂符合标准，逢环必挂，迎头风量符合规定，迎头风筒不落地，出风口距迎头不大于5米。

3、施工场所综合防尘设施齐全有效。

4、机电设备挂牌包机管理，无失爆现象，电缆悬挂整齐，垂度适当，粗细有别，多余电缆盘挂整齐。

5、作业场所有施工断面图和巷道布置及避灾路线图。

6、施工过的巷道每100米设置里程牌。

7、防尘、防火用具齐全有效，声光信号清晰灵敏可靠。

8、电话通讯、监控设施畅通可靠。

9、防排水:该工作面施工时在21091下付巷铺设好水槽，保证水路畅通，施工队人员注意观察水量变化情况，发现异常立即汇报，立即采取用编织袋装煤闸水措施，下水槽将水引到两巷水沟内，防止水流冲刷巷道，影响安全生产。

六、防治瓦斯技术措施

该工作面必须加强通风防瓦斯管理工作，该工作面安全措施的第一责任人是掘进队长，当班班长是当班工作的主要负责人，安全员负责安全检查和安全隐患的现场整改，瓦检员、通风工必须配合好搞好“一通三防”及其他矿井灾害的防治工作。

1、所有工作人员必须配戴自救器，并作到人人会用。

2、掘进面必须每间隔50米安设一组压风自救站，并投入正常使用。每组压风自救站必须有至少满足8人同时使用的自救袋。

3、该工作面必须安设安全监控系统，工作面的瓦斯传感器距迎头不大于5米，瓦斯报警浓度值为1.0%， 断电浓度值为1.5%， 复电浓度值为1.0%以下，断电范围为该工作面中所有的非安全本质型电器设备。

4、所有工作人员必须学习本规程，并掌握瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾事故预防的基本知识，在工作过程中，一旦发现以上灾害时，必须立即停止掘进工作并立即切断电源，撤出人员，报告调度室，并按以下避灾路线撤退:

21091切巷→21轨道下山→ 185轨道巷→11轨道上山 →副井绕巷→副井→地面。

出现顶板灾害，出水灾害时可按照21 轨道上山高处的巷道进行走近路快速撤退。

当出现矿井灾害时，避灾路线遭到破坏或无法安全撤退时:

21轨道下山进风绕巷→21轨道下山→ 185轨道巷→ 185轨道巷避难硐室北口 →21采区永久避难硐室避难等待救援。

七、施工安全技术措施

(一)、交接班

1、严格交接班制度，做到“手交手，口交口，你不来，我不走。”交清工程质量、工具、电器设备是否完好，有无不安隐患。接班后对查出的不安隐患先进行处理，问题处理后方可进行正常生产。

2、坚持敲帮问顶制度，活渣、伞沿要及时处理掉，严禁空顶作业。

3、延长中线至掘进头倒数第二棚并进行四角线核对。

(二)、局扇通风

1、局扇必须按要求安设，并指定专人负责管理，保证正常运转，坚持使用风电瓦斯电闭锁装置。

2、加强风筒使用和管理，风筒吊挂做到缝环必挂，无破口，接头严密，风筒末端距窝头不超过5米，掘进头施工长度达到5米时，必须安设局扇通风。

3、无论工作或交接班时都不准停风，因检修停电等原因停风时，必须撤出所有人员，并切断电源。

4、工作面临时停工时，不准停风，严禁任何人随意停开风扇。

5、工作面应按规定装设瓦斯传感器，局部通风机应实行三专(专用变压器、专用开关、专用线路)供电。

6、局扇停风后恢复通风前，必须检查瓦斯，局部通风机及其开关地点附近10米内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机。

(三)、瓦斯管理

1、工作面必须配备经过培训的专职瓦斯检查员，经常检查瓦斯。瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度;并认真填写瓦斯检查班报并记入检查地点的记录牌上;并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过规程规定时，瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。

2、工作面风流中瓦斯浓度超过1%时或二氧化碳浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员并报矿总工程师，采取措施，进行处理。

3、风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理，电动机或其它开关地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。体积大于0.5m的空间，局部积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20米内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

因瓦斯浓度超限而切断电源的电器设备，都必须在瓦斯浓度降到1%以下或二氧化碳浓度降到1.5%以下时，方可复电开动机器，送电时，只准人工送电，严禁开关自动送电。

4、工作面风流中的二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制订措施，报矿总工程师批准，进行处理。

5、因临时停电或其它原因，局部通风机停止运转，在恢复通风前，首先必须检查瓦斯，证实停风区中瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳不超过1.5%时，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。如果停风区中，瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流，排放瓦斯，使排出的风流在同全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%。停风区中瓦斯或二氧化碳超过3.0%时，必须制订排瓦斯安全措施，报矿总工程师批准。回风系统必须停电撤人，只有经过瓦斯检查，证实恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1%或二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风的巷道内电气设备的供电。

6、临时停工时，不得停风，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3%，不能立即处理时，必须在24小时内封闭完毕。

7、严禁在停风或在瓦斯超限的区域内作业，严禁进入无风高空作业。

(四)、运输

采用人工装煤，sgb320-22型刮板输送机运输。

(五)、装煤架棚

1、装煤前进行洒水灭尘，敲邦问顶，活碴伞沿及时处理掉。

2、清完煤后要及时拆除前探支架，架设永久支护，严禁空顶作业。

3、架棚时，要有二人以上配合作业，稳抬稳架，防止伤人。

4、撤掉临时支架，架永久棚时，要先加固前后支架，一次回一棚，架一棚，严禁大拆大回，引起冒顶。

5、顶板出现冒顶，待压力稳定后，绞架支护，严禁支架不接顶。

(六)、机电 安全

1、检修人员要熟悉本施工工作面供电系统和各台设备的安装位置和性能，坚持使用漏电继电器、安全监控设备、风电瓦斯电闭锁和煤电钻综合保护，消灭电气设备失爆现象。

2.机电设备管理必须达到“三无、四有、两齐、三全、三坚持”。

3.电缆悬挂必须整齐，大小分开，不得拖地，多余电缆严禁盘成小盘进行悬挂。

4.必须经常检查电器设备的安全性能，发现问题，立即处理，严禁带病作业，设备管理工必须保持设备及设备周围的卫生。

5.严禁带电搬迁或检修电器设备，严禁私自调大过流保持装置。

6.需要停电检修电器设备时，必须悬挂停电检修标志，并将断路开关锁住，并设专人看护，实行“谁停电，谁送电”制度。

7.溜子铺设必须平直，溜槽接口严密，链条松紧适度，无扭结现象，机头机尾必须打压机点柱，不少于4根。

8.如使用中发现有少刮板现象，必须及时增加，溜子除运煤外，严禁运送其它物料，严禁任何人搭乘溜子。

(七)、其他未尽事宜，执行煤矿安全规程 及操作规程之相关规定。

该规程由矿领导统一会审签字、工人贯彻学习后开始实施，在施工中发现问题可随时进行修改补充完善。

工作面切眼施工 补充安全技术措施：工作面拆除

工作面拆除的安全技术措施

5.5mm钢丝绳，两道捆绑结实后，方可行车，对支架的捆绑，前后各用两个“二人垛”交叉固定，中间用φ18.5mm钢丝绳与平板车捆绑在一起(两侧各用2个绳卡子固定)，支架四角底座用6#盘条与平板车四角固定在一起。

13、挂车数要符合规定，严禁超挂车、装车，严禁超高、超宽、超重，在运输皮带机头，刮板机机头等大型设备时，必须实行专车专运，装载时，取正重心，每次运输前，认真检查绞车，轨道及巷道尺寸，保证安全运行。

14、车辆严禁在坡道口停放，因故必须在坡上停留时，必须用老汉木将车辆固定好，且绞车司机要刹紧手闸。

15、运行中密切注意钢丝绳，防止咬绳，发现异常情况，必须停车处理，每次挂车前，要对捆绑情况，进行详细检查，必须牢固可靠后方可行车，在检查时，控制开关手把应打在零位。

16、保险绳长度合适，不能过松或过紧，开车时，严禁猛拉、猛停、放飞车。

17、处理设备车辆掉道，倒架安全技术措施:

①设专人指挥，倒架、掉道时，必须由班长和跟班队长现场指挥，并派有经验工人处理，所有人员应站到倒架及跑车涉及范围之外的安全地点操作。

②绞车司机必须坚守岗位将制动闸手把压紧，不得用绞车硬拉上道。

③平巷或7‰以上斜巷内应设铁马挡车器，若7‰以上斜坡必须在下方道心打设两根老汉木(距车下方1.5m范围内严禁人体各部件伸入)防止跑车，老汉木直径约为φ20cm，长度适宜，角度为70°—80°，同时刨好10cm深柱窝，以防车辆车轮滑动，轮下打好木楔。

④设备车辆侧至少各设置，两根防倒戗木(老汉木采用φ18cm松园木，顶部刨好10cm深柱窝，底部打到实底)在处理中，根据情况，增设老汉木，以防倾倒伤人。

⑤用垫木支稳，严禁身体各部位伸入抬起设备下方和两侧，并离开其倾倒涉及范围。

⑥处理完毕，将工作人员全部撤出后，信号员发信号开始运输。

⑦遇特殊情况，跟班干部必须根据现场具体情况，制定临时措施，以确保安全。

18、所有人员要加强联保、自保、互保，工作时精力集中，服从现场管理，听从班长统一指挥，各工种间协调一致，相互照应，确保安全。

19、对jd—11.4绞车挂车数的校核:

设n=1 q1=1000kgq2=12500kg p=1.218kg/m

α=2° l=70m f1=0.015 f2=0.4

由公式:

fma*=n(q1 q2)(sinα f1cosα) pl(sinα f2cosα)

式中:q1——平板车自重q2——最大载重(支架)

α——斜坡倾角fma*——最大静拉力

f1——矿车运行阻力系数 取0.015

f2——钢丝绳运行阻力系数 取0.4

p——钢丝绳每米质量(取φ15.5mm钢丝绳)

l——坡长

代入数值得: fma*=999.8(kg)

安全系数校验:

式中:qq——钢丝绳破断拉力总和取13850kg

ma——安全规定的ma值，取ma=6.5

代入数值得:

通过校验挂车数符合规定。

20、对jd—11.4绞车牵引力的校核:

fq=10kn

fj=999.8×10=9.998(kn)

∵fq>;;fj

工作面切眼施工 补充安全技术措施：高档普采变更工作面支护

一、工程概况

表1-1工作面四邻及上下层的采掘关系表

工作面名称

60101高档普采工作面

布置方式

伪倾向工作面布置

地面标高

1018m

井下标高

775-817

地面相对位置

工作面地表无任何建筑物，属丘陵地带。

井下位置

及相邻关系

东临6号煤层运输大巷、回风立井;西临60102工作面:60102运输、回风顺槽(未掘)，北临矿井边界保安煤柱，南临6号煤层轨道、运输、回风上山，上距2号煤层采空区约为31.67m，下部未进行采掘。(详见60101高档普采工作面地质说明书)

回采对地面

设施的影响

可能会对地面造成地表裂缝或塌陷

表2-1顶、底板岩性表

煤

层

顶

底

板

情

况

顶底板名称

岩石名称

厚度(m)

岩性特征

老顶

粉砂岩

2.01m

灰黑色，白云母片沿层面分布，夹黑色泥质包裹体，具小型交错层理。

直接顶

砂质泥岩

3.81m

灰黑色，砂质分布不均，断口呈参差状，可见大量植物化石碎片，底部见煤屑。

伪顶

泥岩

2.94m

黑色，致密，细腻。断口较平坦，产大量植物化石碎片，局部夹砂纹。

直接底

10.9m

黑色，致密，性脆，砂质分布不均，断口分布不均，见大量植物化石碎片，底部见节理面，小型缓波状层理发育。

三、支护分析及支护方法

㈠支护设计

1、单体液压支柱验算

⑴采用经验公式计算支护强度

pt=9.81×h×r×k=9.81×1.4×2.5×6=206.01kn/㎡

式中:pt —工作面合理的支护强度 kn/㎡

h—采高 m

r —顶板岩石密度 t/m3，取2.5

k —工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，取6

⑵支柱实际支撑能力

rt=kg×kz×kb×kn×ka×r=(0.99×0.95×0.9×1×1×250)kn=211.6kn

式中:rt—支柱实际支撑能力

kg—工作系数 ka—倾角系数

kz—增阻系数 r—支柱额定工作阻力 kn

kb—不均匀系数

kn—采高系数

⑶工作面合理的支护密度

n=pt/rt=206.01/211.6=1.1根/㎡

式中:n—支护密度根/㎡

⑷支护设备选择:工作面选用dw16-300/100型单体液压支柱和2.4mπ型钢梁。

㈡普通支护:

1、规格型号dw16-300/100型外注式单体液压支柱

2、支护方法

采用dw16-300/100型外注式单体液压支柱配合2.4m兀型钢梁，错梁直线柱交替支护，超前梁一梁二柱;错步柱一梁三柱。顶梁布置为正悬臂，采空区侧悬臂长度0.2m，排距0.6m，柱距0.5m，顶梁间距0.5m。端面距不大于0.3m。在切顶排两基本柱中间加一根密集支柱切顶。支柱上方设木楔。

(顶板破碎，压力大时，根据实际情况，适当缩小排距)。

3、工作面最大、最小控顶距及放顶距

工作面机道宽1.6m，最小控顶距3.3m，最大控顶距3.9m，放顶步距0.6m

㈢回柱放顶方法

a、回柱方式:采用人工的方法进行回柱﹙追机作业﹚

b、回柱顺序:卸载→移梁→支、回柱→回收坑木

c、操作方法:

1、准备工作

①备齐回柱工具(卸载手把，牵引绳等)

②认真检查从煤壁到采空区顶板支护情况，改正不正规支护，确保无安全隐患后，方可开始作业。

③清理维护好后路，打好护身柱。

2、技术要求

①回柱顺序:先支后回、由下向上，从采空区向煤壁回柱，严禁提前摘柱或进入采空区作业。

②回柱时必须在顶板条件好，支护可靠的安全地带。并必须补齐支柱后，方可回柱。如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱。

③采煤机割煤与放顶平行作业时，其错距不得小于20m，支柱与放顶平行作业时，错距不得小于15m。

④回柱放顶前必须通知放顶地点15m范围内的人员撤离。放顶时，涉及放顶范围内不得有与放顶无关的人员工作。

⑤回柱放顶至少两人一段，一人回柱、一人观察顶板及支护情况，两人都必须在支柱牢固的斜上方安全地点作业。

⑥实行全承载支护，回出的支柱及时整齐地靠在材料道采空区侧，材料码放整齐，确保人行道畅通。

⑦回柱后局部悬顶超过沿倾向悬顶5m，走向悬顶2m时(悬顶面积达10m2)，必须进行人工强制放顶。

3、安全注意事项

①禁止在顶板破碎，压力大，支护状况不好等地点分段。

②回柱人员必须在顶板完整，支柱完好地点进行操作。

③遇死柱时，先支好临时支柱后，采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或其它方法强行回撤。

④回柱过程中要时刻注意顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护。如顶板压力大，难以处理时，及时撤人，并及时报告调度室及相关领导。待顶板稳定后，维护好再回柱。

⑤当顶板压力较大时，卸载手把必须使用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载。

⑥严禁使用其他工具代替卸载手把操作。

㈣特殊支柱

1.单排密集切顶。正常回采期间，采空区用单排密集切顶，切顶密集柱在放顶一侧，与正规柱一样，打成直线，迎山有劲，初撑力不小于90kn。

2.抬棚。初放、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带等情况下支设。

3.丛柱。当工作面过断层时，断层上、下盘各支两组;丛柱支护间距为400×400mm，用4根。

㈤铺设菱形网

1.工作面顶板进行铺网，铺网要求:铺网前必须调整好工作面工程质量，达到三直(煤臂直、溜子直、支柱直)二平(顶底板平)，采高不超过1.4米，尽量割平工作面顶板。

铺网前要调整好支柱间距，不得出现挤柱现象，支柱不歪不倒。

铺网前把π型梁全部收到位置，铺网期间要防止π型梁和液压支。

菱形金属网规格:长×宽=10000mm×800mm网格规格:长×宽=50×50mm，菱形网采用12#铁丝编织，网片搭接长度为100mm，每200mm联网一道。

连网时，用14#扎丝连网，扭结不小于3圈，确保连网质量。

铺网时，网的铺设方法为与工作面的走向一致，即长边沿工作面方向铺设，短边沿走向铺设，网边、网间搭接长度为300mm，搭接时前网在上，后网在下构成顺茬双层网，网中、网边扎一排铁丝，扎丝间距采用三眼两扣。

2、在顶板破碎易冒的局部地段，为了有效地防止顶板矸石冒落，可在实施平行、垂直工作面煤壁护顶措施的同时，配合铺双层金属网的护顶措施。铺网范围要根据实际需要来确定。

㈥备用支护材料数量及存放地点

工作面备用单体液压柱、∏型梁数量不小于基本支护的10%，用料应整齐存放在运输顺槽两侧，运输顺槽内距工作面30m一50m范围内，必须经常存放有备用材料，其中，单体液压支柱200根，3mπ型梁20根，柱帽100块，背板材料100块，材料必须随用随补，严禁短缺。工作面每日所需材料应根据当时工作面情况及时运到，并在运输顺槽内分类挂牌码放整齐，不得影响行人、运料和通风。

四、技术经济指标

表4-1工作面经济指标

序号

项目

单位

指标

1

采煤方法

走向长壁、高档普采

2

顶板管理

全部垮落

3

走向长度

m

100

4

倾斜长度

m

203

5

煤层倾角

度

4°~10°

6

采高

m

1.4

7

煤厚

m

1.06

8

煤体容重

t/m3

1.39

9

60101工作面可采储量

万t

2.8

10

支护方式

单体液压柱、π型梁

11

作业方式

两班采煤，一班准备

12

循环产量

t

103

13

日产量

t

412

14

日进刀数

刀

4

15

日出勤工效

t /工

4.96

16

π型梁

根

200

17

单体液压支柱

根

800

注:π型梁及液压支柱未加入备用20%材料。

表2 劳动组织

序号

工种

班次

合计

备注

夜

早

中

1

队长

1

1

2

会计

1

1

3

领料员

1

1

4

技术员

2

2

5

煤机司机

3

3

6

6

支、回柱

14

14

28

7

开车工

4

4

8

8

电工

2

2

4

8

9

移溜拉料工

4

4

8

10

班组长

3

3

2

8

12

管路工

1

1

2

13

支柱管理

1

1

2

14

看库、泵站工

1

1

2

15

溜则工

6

6

合计

33

38

12

83

五、安全技术措施

㈠采支措施

1.工作面严禁空顶作业，严禁在伞檐下工作，工作面开切眼内全部替换完新支柱后，方可进行推帮。

2.严格执行敲帮问顶制度，上下工作面要做到出口畅通，保证行人、通风、运料畅通，并设专人负责。

3.工作面交替停采期间，必须经常观察顶板动态，压力大时要及时采取措施、加强支护。

4.初采老顶跨落以前，贴帮柱柱距0.75m。

5.初次放顶前，必须首先维护好工作面安全出口，工作面人行道及所有退路，使之始终保持支柱完整、行人畅通。

6.初次放顶时严禁与割煤平行作业。

7.采煤机正常割煤时，超前摘贴帮柱和滞后打贴帮柱与采煤机相距不得超过10米。

8.顶板不好时，采煤机每割2~3米，必须停机打柱。

9.采煤机割煤后打正规支柱时，滞后距离不得超过20m。

10.采支各工序必须两人配合作业，一人注意观察顶板及输送机内大块煤及物料等，发现异常必须及时通知机道内人员躲避或撤离;支柱时人员站在斜上方，下方2米范围内不得有人;支柱要升紧升牢，升柱时要观察支护情况，以防发生意外。

11.采、支工作面前必须将所需支护材料准备齐全。

㈡端头支护、超前支护及临时支护

工作面所有支柱必须升紧、升牢。端头及超前支护用单体液压支柱配合π型梁支护。

工作面端头，超前支护和出口必须加强支护，并设专人负责管理。严格保证支护质量、数量;支柱上方必须使用柱帽接顶，支柱支在底板实处，升紧升牢，打好迎山角，排成直线，并留有不小于0.8m的人行通道。

临时支护:进入工作面后，要及时支设临时支护，柱距不大于1m，顶板变化时，适当缩小柱距，严禁空顶作业。

㈢特殊地质构造带措施

1.断层裂逢上下5m范围内要重点监护，严格执行“敲帮问顶”制度，加强支护，适当缩小柱距，并加强支柱支护断层面;断层处顶板破碎带使用π型梁柱棚支护，背实、背严顶板。

2.过断层期间，要加强现场管理，重点守护;加强瓦斯检查，不得有倒柱、空顶现象;断层处煤底松软时，为防止支柱钻底、顶板下沉，上下4m范围内支柱应穿鞋。

3.确需挑顶或压底处理时，爆破要放小炮，即眼深不超1m，每眼装药量不超过1卷。

㈣回柱放顶及措施

1.回柱放顶顺序必须严格执行先支后回、由里向外的原则。

2.回柱放顶必须两人配合，一人观察顶板、一人放顶;放顶前必须先观察顶板及周围支柱情况，并预先清好退路及支好放顶地点上下5米范围的支柱，使之迎山有劲，支设牢固，确保安全后方可正常放顶。回柱人员撤柱时，必须站在所撤支柱斜上方，并时刻保持后路畅通。

3.放顶各分段距离不得小于15m。各分段处必须留有收口，还要加打临时支柱。分段接茬要设在顶板完整且采空区顶板已垮落的地点。严禁设在断层、顶板破碎、压力大、采高过低的地点。

4.工作面顶板压力较大或不安全时，不得替换支柱;若必须替换，必须先打好临时支柱，确保安全后方可替换。

5.放顶前必须通知放顶地点15m范围内的人员撤离。放顶时，涉及放顶范围内，不得有与放顶无关的人员工作。

6.在顶板破碎或压力大的地段放顶时，人员要站在斜上方安全处，必须使用长柄工具操作，以防发生事故。放顶回收的物料不得乱放，要在材料道内分类码放整齐，严禁进入采空区内回收物料。

7.放顶时若顶板明显来压，必须停止工作，撤离人员，待顶板稳定，确认无危险后方可恢复正常工作。

8.当采空区内出现悬顶时，按初次来压时处理悬顶的措施执行。

9.工作面所有支柱必须升紧升牢。

㈤防止冒顶安全技术措施

1.放炮及割煤后要及时敲帮问顶，并及时支护，严禁空顶作业。

2.顶板破碎，压力大或伪顶较厚的地段，必须及时靠煤壁支设临时支柱。

3.采煤机割煤后严禁留伞檐。采高较大、片帮严重时，要用棚板背帮。

4.工作面实行全承载管理，放顶回出的支柱要及时打在新切顶线内侧。

㈥特殊条件下的顶板管理

1.派专人做好初次来压和周期来压期间的顶板压力记录。

2.割煤和放顶工作中，必须首先检查并时刻注意顶板及周围情况，若发现明显来压现象，必须停止割煤和放顶工作，撤出人员，确认无危险后，方可进行维护及其它工作。

3.如果随回柱采空区不跨落，当其悬顶沿走向达2m，倾向5m(10m2)时，在切顶线靠采空区侧每隔10m打一信号柱，每班派一名有经验的专职人员巡查顶板，并组织进行人工强制放顶。

在偏采空区一侧打一排炮眼，间距3m，眼深1.5m，装药0.6kg，用黄土炮泥充填封实炮眼，充填长度不小于0.6m，装一次药放一次炮，直到顶板自行垮落为止，掌握好炮眼角度，防止崩倒支柱。

㈦过断层及特殊地质构造带安全技术措施

1.增加每节1-2根2.4mπ型梁。

2.机组过去即时移梁，梁头顶住煤帮。

3.对断层带提前铺设金属网。

4.漏、冒顶区域，π型梁网上密排棚板，防止漏、冒顶范围扩大。

5.漏、冒顶严重区域提前掏梁窝窜梁。

其它执行《高档普采工作面回采作业规程》和《煤矿安全规程》中有关规定。