切眼掘进作业规程.doc

靖远煤业集团有限责任公司

掘 进 作 业 规 程

矿 名：宝积山煤矿
工作面名称：703工作面切眼
施 工 队：综 掘 队
编制日期：2月

编 制 说 明
本规程编制重要指引思想为“安全第一、防止为主”，编制过程中，广泛征求了施工队及关于专业技术人员意见，使本规程所规定重要内容趋于合理，更加完善。
规程会审意见已经整顿，完全充实到规程之中，会审后经主管部长、总工程师执笔审定。
由于编者水平及现场状况不断变化，在执行过程中，还必要经常修改、补充和完善。
本规程编制重要根据如下：
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿工人技术操作规程》
3、《703工作面地质阐明书》
4、《煤矿安全质量原则化原则及考核评级办法》
5、《1155水平开拓延伸优化初步设计阐明》
6、《靖煤公司作业规程编制样本》
7、《703工作面设计阐明书》及设计图

编　审　人　员　签　名
编 审 人 员
会 审 人 员
专 业
签 名
单 位
签 名
地 质
厚桂林
生 产
技术部
部 长
赵生彪
编　制
景齐学
通 灭
李志金
调度中心
王宏武
矿长助理
机 运
王小平
安全检查部
张向阳
安全副总
审 核
赵生彪
物资供应部
魏振华
绘 图
冯海霞
人力资源部
周冬生
打 字
景齐学
通风灭火部
李志金
编 写
景齐学
通灭副总
批 准
李作泉
机电设备管理部
杨俊才
施工队
常宝强
通灭队
吴宗爱
矿关于
行政领导
主管机电副矿长
何泊
主管安全副矿长
苏鹤鸣
主管通灭副矿长
李作泉
主管生产副矿长
丁振武
总　工　程　师
李作泉
矿　　　　　长

目 录
一、地质阐明书－－－－－－－－－－－－－－--4
二、巷道断面及支护设计－－－－－－－－－－--7
三、施工方式及设备配备－－－－－－－－－－--10
四、掘进工艺程序及工艺规定阐明－－－－－－--13
五、劳动组织及技术经济指标－－－－－－－－－16
六、安全生产系统－－－－－－－－－－－－－—19
七、安全技术办法－－－－－－－－－－－－－--20

一、地质阐明书
1、工程概况：
（1）工程名称：703工作面开切眼。
（2）工程量：平距83m，斜距115m。
（3）方位：48°00′00 ″
（4）坡度：先掘1ｍ平巷，再以29米为半径，以切眼位置煤层倾角为圆心角作竖曲线掘过渡段，先按6°坡度施工4m，再按18°坡度施工6m，按30°坡度施工6m，再按34°坡度施工至标高1218m与703回风巷贯通。
（5）开口坐标：X=66956.978、Y=90598.301、Z=1141.117。
（6）开口位置：距703机道40#导线点64m处。
（7）掘进方式：炮掘。
（8）用途：703综放工作面支架安装和回采。
附巷道布置平、剖面图（图1）
2、煤岩层及其特性
煤层属侏罗系中统窑街组，切眼位置煤层厚度3m~5m，煤层赋存比较稳定，为单斜构造煤层。煤层倾角42°。
煤层容重为1.35T／m3,颜色呈黑色，条痕为深棕色，易燃，具长烟及浓烟。煤层自下而上由半亮型为主变为半暗型为主，硬度系数f=1.8，属中硬、低灰、低硫、低磷、高发热量优质动力用煤。

附煤层状况明细表 （表一）
煤岩层
名 称
厚 度
产 状
岩 性 描 述
工程力学
性 质
顶 板
伪顶0～5.67m
直接顶4～19.2m
走向128°～160°
倾向西南、
倾角15°～39°。
伪顶为炭质、铝质泥岩，松软、易碎，直接顶为砂质泥岩，致密、易冒落。
f＝2～6
一层煤
0.7～18.05m
走向128°～160°倾向西南、
倾角15°～39°。
呈黑色、条痕深棕色，自下而上由半亮型变为半暗型。
容重
1.35T/m3
f＝1～3
底 板
直接底0～1.7m
走向128°～160°倾向西南、
倾角15°～39°。
直接底为炭质泥岩，团块状，易碎；老底为细砂岩，较坚硬。
f＝2～6

3、构造、瓦斯、水文地质及影响开采技术条件
（1）地质构造
该工作面煤层为一南西倾斜单斜构造，无陷落柱、岩浆岩侵入体影响，煤层受河床冲刷和沉积基底不平影响，顶、底板起伏变化较大。虽在东部边界煤层走向及倾角变化较大，预测有一北盘上升、南盘下降推断正断层，但在该工作面切眼施工中无大影响。
（2）煤尘及煤自燃性：煤尘具备爆炸性，煤尘煤炸性指数为29.96％。煤层具备自燃发火性，自燃发火期3－6个月。
（3）水文地质
工作面地表无经常性水流和水体，仅有数个已封闭小煤窑，沙河暴雨季节才有水流。地表水不会对开采和掘进产生影响。
矿区井田共有三层含水层。I层含水层位于一层煤之下，Ⅲ含水层位于侏罗系上部，距一层煤约80m。I层含水层和Ⅲ含水层不会对工作面产生影响。Ⅱ含水层位于一层煤之上约10—30m由2－3层细砂岩构成，属富水性极弱孔隙性含水层，在正常状况下不会对掘进产生影响。
由于701工作面在启封先后均进行了不同限度注浆，会存在一定量积水，但对切眼施工无大影响。
4、瓦斯及瓦斯地质
我矿为高瓦斯矿井。井田煤层瓦斯重要为游离瓦斯，广泛分布于煤层及各种裂隙中，只有少量瓦斯吸附在煤层中。因而，瓦斯赋存受裂隙密度控制；瓦斯流动则受裂隙连通性，瓦斯压力大小和人工破坏等因素影响。
依照我矿各水平开采时瓦斯相对涌出量记录，我矿瓦斯涌出呈现出如下规律：a、随开采深度增长，瓦斯涌出量也随之增大；b、煤层越厚瓦斯涌出量就越大；c、在断层附近瓦斯涌出量相对较大。d、井田中部瓦斯涌出量相对较大、接近煤层边界时瓦斯涌出量逐渐减小。掘进1175水平如下煤层时，预测相对瓦斯涌出量为17.468m3/吨·日。
该工作面位于井田东部，依照以上瓦斯地质状况分析成果，在掘进时，必要加强瓦斯管理，在切眼开口位置延该工作面走向施工2~3个长距离钻孔与703回风巷贯通，进行瓦斯释放，并制定详细防治瓦斯安全技术办法，把防治瓦斯必要作为掘进工作一种重点。
5、掘进范畴内已有采掘状况
工作面掘进范畴内已有采掘状况如下：上部为701工作面采空区， 703回风巷已掘到位，再无其他采掘状况。施工队在掘进703切眼时，严格执行“有疑必探，先探后掘”探放水原则，防止发生水害及瓦斯涌出事故。
4、综合柱状图附后（图2）
二、巷道断面及支护设计
1、巷道断面形状为矩形，巷道断面永久布置图详见设计图
703开切眼断面尺寸
净宽B＝6700mm； 净高H＝2700mm；
掘进宽度B1＝700mm；掘进高度H1＝2800mm；
净断面面积S＝17.1m2； 掘进断面面积S1＝19.6m2。
2、巷道支护设计
锚杆支护扩容—稳定理论以为围岩扩容、离层是锚杆受力重要因素。设计时要考虑破坏围岩重量引起锚杆载荷，还要考虑锚杆对破坏岩层扩容和离层约束作用。
（3）支护参数拟定
703切眼施工完备后就得进行支架安装，其服务期不到1个月，并依照703机道掘进时围岩性质和实际支护参数，拟定703切眼掘进时工作面巷道支护规格如下。
切眼掘进时锚网支护：顶部锚杆间排距800mm×800 mm，规格为Ф20mm×2600（mm）螺纹钢锚杆，共布置5根；帮部锚杆间排距900mm×800mm，规格为Ф20mm×1500（mm）螺纹钢锚杆，一侧布置3根，共布置6根；每片网子共布置11根螺纹钢锚杆。锚杆布置成矩形。
切眼扩面时锚网支护：顶部锚杆间排距800mm×800mm，规格为Ф20mm×2600（mm）螺纹钢锚杆，共布置5根；帮部锚杆间排距900mm×800mm，规格为Ф20mm×1500（mm）螺纹钢锚杆，共布置3根，每片网子共布置8根螺纹钢锚杆。锚杆布置成矩形。
锚索支护：切眼掘进时在巷道顶板距东帮2.25m处每3.2m布置1根；切眼扩面时在巷道顶板距西帮2.25m处每3.2m布置1根，并与原锚索成排；全断面每3.2m布置2根锚索。锚固剂采用树脂药卷，锚索孔直径为28mm，锚固长度1.6m/根，当顶煤较薄（≤1m）时，采用长度3.5m锚索,埋深3.2m，外露300mm，当顶煤较厚（≥1m）时，采用长5m锚索,埋深4.7m，外露300mm,每根锚索使用3卷树脂锚固剂，一支为CK2350型，两支为Z2360型，设计锚固力不得不大于20吨。锚索外露配套300×200×60mm木托板，上面加垫200mm长“U”型钢托梁。
（4）支护材料规格及质量规定
①锚杆规格：锚杆长度误差不得超过±50mm。
②网片规格：宽度900mm菱形金属网，网片对接，网格40×40（mm），材料为铅丝。
③锚固剂：CK2350型和 Z2360型树脂锚固剂。
④托板规格：木托板规格为200×200×60（mm）；铁托盘规格：120×120×8（mm）凸形托板。
⑤锚杆间排距：巷道顶部800×800mm；巷道帮部900×800mm。
⑥锚固方式及长度：锚固方式为端头锚固。
⑦锚杆外露长度：露出煤壁长度不得超过150mm，露出托板长度不得超过50mm，不得不大于30mm。
⑧锚固力：不得低于4.0吨。
（5）锚网巷道质量规定
①巷道净宽：中线至任何一帮距离不得不不大于设计值100mm，不得不大于设计值。
②巷道净高：腰线上下均不得不不大于设计值100mm，不得不大于设计值；无腰线巷道全高不得不不大于设计值200mm，不得不大于设计值。
③锚固力不得不大于设计值90％，托板必要紧贴煤壁，托板和杆体均不得松动。
④锚杆间排距误差不得超过±100mm，锚杆孔深误差在0～＋50mm。
⑤锚杆安装后，施工队必要逐排进行编号，并建立严格质量验收台帐。经检查有不合格或不能有效支护锚杆，必要及时补打。
⑥托板必要顺向布置，做到整洁美观。
⑦网子铺设必要平展，扣扣相连，网片和网片之间压茬不得少于一格，并且要用托板将网片压紧。
⑧禁止使用过期或不合格树脂药卷。
⑨爆破后超挖量不得超过150mm，不得欠挖。
附每米材料消耗表（表2）
（6）支护阐明及规定
永久支护形式设计为锚网（索）支护。工作面放炮后，及时刷顶，在顶部正中靠煤壁打注1根暂时锚杆，然后安装顶部长锚杆。在顶部锚杆掩护下，再出煤、刷帮及支护两帮，暂时支护必要紧跟工作面，禁止空顶作业。正常状况下，循环进度应控制在0.８m左右；特殊地段如煤层松软、破碎、节理裂隙发育等特殊地段，循环进度必要控制在0.6m以内。为了防止特殊地段工作面端头煤层冒落，要按45°仰角在工作面端头顶部打3根超前锚杆，超前锚杆选用φ18mm长2.2m圆钢锚杆，及时有效地控制顶板。
附支护图（图3）
3、中腰线位置及标设规定
（1）中腰线规定用经伟仪放设。新开口巷道5m范畴内由施工队用挂罗盘按告知单上参数自行放设，5m后用经纬仪校正放设。中线规定每组放设三根，放好后施工人员按“三点延线法”进行延伸。中线延伸至30-50m后，必要再次用经纬仪放设、标定。指向仪安设距离工作面不不大于70米，不不不大于200米，指向仪前必要有两组中线，或者一组中线前一点至后一点间距不不大于30米。
（2）中线为中中线。施工队必要按中线规定跟顶、底板掘进（无腰线规定），有腰线规定紧跟中线、腰线施工。
（3）规定施工队每隔30m，在巷道顶部中线位置用木托板专门打一组中线锚杆。
4、施工断面布置阐明
施工该切眼时，采用安设在1132和1155车场局扇供风，风筒经703工作面机道到切眼，风筒距巷道底板高度不得不大于1.8m，风水管路间距200mm，距巷道底板不得不大于1.5m。电缆距巷道底板高度1.75m，最下一趟信号线距巷道底板不不大于1.4m，风筒、管线均布置在切眼掘进方向西侧，切眼掘进方向东侧布置暂时溜皮。
巷道断面施工图附后（图4）
5、巷道特性表附后（表3）
三、施工方式及设备配备
（一）掘进方式
掘进方式采用钻眼爆破法，先掘1ｍ平巷，再以29米为半径，以切眼位置煤层倾角为圆心角作竖曲线掘过渡段，先按6°坡度施工4m，再按18°坡度施工6m，按30°坡度施工6m，再按34°坡度施工至标高1218m与703回风巷贯通。并且采用3500×2700mm小断面掘进与回风巷贯通，再从上向下分段作业刷大断面至设计尺寸。
采用钻眼爆破法时，应严格按炮眼布置图及爆破阐明书规定进行操作。爆破后所形成断面必要符合设计规定，不欠挖、不超挖，并且巷道方向和坡度均应符合设计规定。
（二）支护方式
支护方式及规定详见第二章。
（三）运送方式

1、运送系统：
运煤方式为过渡段30米采用刮板输送机运送，过渡段以上采用人工攉煤至1.2米长小溜皮，自溜入过渡段刮板输送机将煤运走。
（1）、运煤路线：
开切眼→机道→1155系统上山→煤仓
（2）、运料路线：
材料井→1132车场→1132石门→1132集中联系巷→703工作面机道→切眼。
（四）通风方式
1、区域通风系统
该切眼掘进期间通风方式采用压入式，局部通风机仍使用703机道掘进时通风机，新鲜风流由安设在1155车场局扇吸入压至开切眼施工点，污风经703工作面机道→1155系统上山→1235西一石门→1235东巷→东风井
2、工作面风量计算
（1）按工作面同步最多人数计算
取最多人数N＝30人，则
Q＝4N＝4×30＝120（m3/min ）；
（2）按同步放炮使用最多炸药量计算
Q＝25A＝25×15.34＝383.5（m3/min）；
（3）按稀释瓦斯所需风量计算
Q＝100·ｑ掘Ｋ＝100×2.725×1.9=518（m3/min ）；
式中CH4取值为2.725，不均衡系数K取1.９。
依照以上计算，应按稀释瓦斯所需风量为工作面风量，即Q＝518 m3/min ＝8.64 m3/s
(5)风速验算
开切眼：V=Q/s=8.64÷19.6=0.44m/s
V min 0.25m/s＜V ＜V max 4m/s,符合规程规定。
通过以上计算，工作面风量按不低于518 m3/min 进行配风。局扇选用DBKJN0　6.3/2×55对旋式风机，风量630-260 m3/min。通风方式采用压入式，风筒选用￠1000mm胶质柔性阻燃风筒。风机使用双风机双电源自动切换装置。
（五）设备配备
掘进及支护配备设备：SMZ－12B型煤电钻2台，1.2～3.0m长麻花钻杆各3根。钻头每班配备20个。MQT-130/3.2型顶锚杆钻机两台，ZQS-50/1.6型帮锚杆钻机两台，该工作面施工所需其他设备为：JD－25小绞车一台，牵引力：1800Kg，平均绳速1.08m/s,容绳量400m，电机功率25KW； IS80－65－160（7.5KW）小水泵一台。
四、掘进工艺程序及其他各工艺规定阐明
（一）、工艺程序
1、切眼施工工艺
自下而上先掘1ｍ平巷，再以29米为半径，以切眼位置煤层倾角为圆心角作竖曲线掘过渡段，先按6°坡度施工4m，再按18°坡度施工6m，按30°坡度施工6m，再按34°坡度施工至标高1218m与703回风巷贯通。并以3500×2700mm小断面施工，再自上而下分段扩面至设计断面。
2、炮掘工艺程序　　
1、交接班 ：交接班涉及如下内容：检查工作面安全状况及机电设备运转状况。
2、放炮出煤：即一方面延中线，探顶板，检查巷道断面，然后按炮眼布置图布置炮眼，按爆破阐明书规定角度、眼深打眼，装药、联线、放炮、通风、出煤。
3、暂时支护：即刷顶，在顶部打锚杆眼、铺网、安装锚杆。
4、永久支护：即刷帮，打锚杆眼及两帮锚杆眼、铺网、安装锚杆、出煤。
5、清理巷道。
（二）、各工艺内容及规定
1、炮掘工艺规定
（1）爆破图表（表4）及炮眼布置图（图5）附后
（2）炮眼特性及钻眼规定：为了加强掏槽效果，提高炮眼运用率，掏槽方式可依照煤层软硬限度及节理发育状况等来合理选取掏槽方式。煤层较硬，整体性较好时，可采用水平楔形掏槽；煤层较软，节理发育时，可采用扇形掏槽。为了避免发生超挖现象，布置周边眼时，要恰当远离顶、帮。离顶、帮距离：硬煤普通为150～200mm；中硬煤为200～250mm；软煤为250～500mm。周边眼装药量应依照煤层软硬及稳定限度进行调节。这样，在爆破后用手镐将已松动煤壁修整，即可达到设计断面。
（3）爆破工艺规定
①爆破器材：选用煤矿许用乳化炸药，1—5段煤矿许用毫秒电雷管，MFB－100型电容式发爆器。
②必要按段别标志及爆破阐明书认真、细致地装配引药，禁止弄错或跳段使用电雷管。毫秒雷管段别标志见表五
③全断面一次起爆，总延期时间不得超过130毫秒。
④不同厂家、不同步期、不同品种毫秒雷管不得混用，更不得用瞬发雷管代替毫秒雷管。
⑤必要采用正向装药构造，禁止采用反向装药构造。

毫秒雷管段别标志表
段别
脚线标志
1
灰红
2
灰黄
3
灰兰
4
灰白
5
绿红
2、风筒安装及吊挂规定

风筒吊挂在巷道迈进方向左帮，距底板高度为1.8m。风筒吊挂应做到平、直、稳，吊环应挂牢、挂实，逢环必挂。风筒接头采用“双反边”接法，风筒破损漏风应及时修补或更换。风筒口距工作面距离不得不大于7m。局扇由瓦检员负责管理，其他人不得擅自停开局扇。
3、暂时支护及永久支护工艺规定
为了防止顶板初期离层松动，必要及时进行支护。工作面放炮后，必要及时进行暂时支护，硬煤层时在工作面迎头顶中布置1根锚杆，若煤层时按规定布置3根长1.5m圆钢锚杆，并及时紧固螺丝。并及时进行顶锚杆及两帮锚杆永久支护工作。锚杆安装时，规定施工人员必要按锚杆安装操作程序规定严格进行操作，并对锚杆及时预紧，规定顶锚杆预紧力必要达到10T，帮锚杆预紧力必要达到7T。
4、数脂锚杆安装操作工艺
依照钻孔直径树脂锚固剂规格、型号。
按设计规定锚固剂规格和杆体长度，拟定钻孔深度比杆体全长短60-80mm.用压风清扫眼孔浮尘。
依照设计锚固长度，用杆体将选用锚固剂送入孔底，启动搅拌器带动干体旋转30±5秒，匀速推动到孔底。
卸下搅拌器后，及时在孔口将杆体楔住，固化前不要使杆体位移或晃动，安装顶眼时尤为重要。迅速15分钟，中速40分钟后测试锚固力为宜。
搅拌安装工具依照现场动力条件，可采用TJ-9风动锚杆搅拌机或电煤钻加连接头。若采用锚杆钻机作业，钻孔和安装锚杆同机操作。
5、装运工艺规定
放炮前，将溜皮延伸到工作面不不大于2.4米，放炮后，先进行洒水降尘，顶部暂时支护，之后人工将煤攉入溜皮自溜至过渡段刮板输送机，再运至机道皮带运送机运走。本班结束后及时清理干净溜子及皮带两边浮煤，保证巷道内工业卫生整洁。
6、设备移设规定
工作面重要设备为风动钻机和煤电钻，搬运移设必要符合安全规定。工作面打眼工作结束后，将设备和风水管路及电缆人工扛运到安全地点存储，并用保险绳挂牢，以防下滑。
五、劳动组织及技术经济指标
1、作业制度及劳动组织
采用边掘边准“三八”作业制，坚持正规循环作业，做到一次成巷，实现多工序平行作业。
2、正规循环作业图

正规循环作业图
工 序
时间
（分）
八小时工作制
1
2
3
4
5
6
7
8
交接班、排查安全隐患
5

延伸中腰线
5

打眼、放炮、出煤
60

定位打锚杆眼
30

注锚杆
30

铺网上托板
30

设备检修
30

搞文明生产
15

4、劳动组织
切眼掘进时按1个班组织,至贯通后按2个班组织，并进行分段作业；扩面时每段每小班1.2m，圆班共7.2m
劳 动 组 织 表

序 号
工 种
早 班
中 班
夜 班
合 计
1
综掘机司机
1
1
1
3
2
出煤工
4
4
4
12
3
锚网工
3
3
3
9
4
输送机司机
2
2
2
6
5
安网员
1（兼）
1（兼）
1（兼）
3（兼）
6
电钳工
2
2
2
6
7
放料工
4

4
8
班长
1
1
1
3
9
跟班队长
1
1
1
3
10
合 计
18
14
14
46

3、技术经济指标

技术经济指标表

序号
项目
单位
数量
1
掘进断面/掘面/扩面
m2
20.44/9.74/11.8
2
净断面/掘面/扩面
m2
18.9/8.4/11.2
3
循环进度
m
0.8
4
小班循环个数
个
3
5
日进度
m
7.2
6
月进度
m
180
7
直接工效
m/工
0.133
8
螺纹钢锚杆消耗量
套/m
19
9
锚索消耗量
套/m
0.625
10
树脂药卷消耗量
卷/m
64
11
金属网消耗量
m2/m
13.2
12
雷管
发/m
57.5
13
炸药
Kg/m
15.34
14
水泥消耗量
Kg/m
0
15
砂子消耗量
m3/m
0
16
速凝剂消耗量
Kg/m
0
17
掘进总工程量
m
100
5、工程设计数量、参数一览表（表11）附后。
巷道名称
总工程量
煤炭类别
支护形式
段号
方位
平距
(m)
斜长
(m)
坡度
标高
断面形状
净断面积
（m2）
703切眼
100
不粘结煤
锚网锚索

46°
85
100
34°
1145~
1212.5
矩形
18.9
6、施工顺序及工期筹划安排
施工顺序：该切眼从机道设计开口位置先在靠东帮小断面掘进与703回风巷贯通后，再从上向下分段进行切眼扩面。
总工期：开切眼小断面施工和切眼扩面每天按7.2m掘进，同步考虑安装溜子与绞车等设备，预测共需1.17个月。
六、安全生产系统
1、运送系统：
（1）运煤系统：工作面→703机道→1155运煤上山→1155集中煤仓→主井皮带→地面
（2）运料系统：地面→材料井→1132车场→1132斜石门→703机道→工作面
附运送系统图（图6）
2、安全监测系统：地面监测中心—遥测室设在矿调度楼2楼，监测线路出遥测室后，进入地面人行平峒，然后进入材料井、1155车场（702机道）再接入掘进各工作面。工作面瓦斯探头安装位置见安全监测区域系统图，其报警值、断电值及断电范畴如下：
瓦斯报警值：T1≥1.0％，T2≥1.0％。
瓦斯断电值：T1≥1.0％CH4，T2≥1.0％CH4。
断电范畴：掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。
复电值：T1＜1.0％CH4，T2＜1.0％CH4。
附安全监测区域系统图（图7）
3、供电系统
掘进工作面动力用电由1235变电所提供。其配电点设在1155车场经703机道向703切眼供电。电缆规定吊挂整洁。局部通风机采用“三专”供电。
附供电系统图（图8）
4、压风系统：工作面掘进所需压风，由地面空压机房提供。地面空压机房安装有三台空气压缩机，一台使用，一台备用，一台待检。空压管路经地面、材料井、1155车场、703机道到工作面。
附压风系统图（图9）
5、通风系统
工作面局部通风方式采用压入式。掘进时工作面产生污风进入1155系统回风上山、1235系统回风上山或1235西一石门、经东西风井到地面。
附通风系统图（图10）
6、供水、防尘系统
供水管路由材料井、1155车场、703机道到工作面。供水管采用φ50mm钢管。为了便于巷内降尘，每隔50m设一种阀门。降尘管路由施工队负责延伸和维修，规定降尘管路距工作面距离不得超过20m。
供水防尘系统图（图11）附后。
7、排水系统
工作面→703机道暂时水仓→1155水仓→1235水仓→地面。
排水系统图（图12）附后
8、通讯系统
为了便于安全生产及井上、下联系，在距工作面50m处安装一部矿网程控电话机，并随工作面推动而向前移设。
通讯系统图（图13）附后。
七、安全技术办法
（一）、巷道开口安全技术办法
1、开口前，必要将机道锚索施工完备，并对开口断面处补打7m锚索进行加强支护。
2、必要严格按施工告知单规定位置及参数进行开口。
3、开口施工时，要采用多打眼少装药放小炮办法施工，必要时采用人工挖掘方式施工，尽量避免震动围岩，防止开口发生冒顶。
4、开口时必要采用边掘边支方式，禁止空顶作业。
5、放炮前，必要将开口点附近设备、电缆及管路加以妥善保护，或者将设备及电缆移至安全地点，以防放炮崩坏。
6、开口前，清理开机道水沟，保证水沟畅通。
（二）、设备移设及煤炭运送安全技术办法
A、刮板输送机搬运、安装及运煤时安全技术办法
1、刮板输送机入井前，施工队负责机电负责人必要对刮板输送机各部件进行认真检查，确认完好后方可入井使用。
2、刮板输送机在装车时，要按井下安装顺序编号装车，对大件一定要固定、捆绑牢固。对怕砸、怕碰、怕水、怕尘电器及部件要管理好，并采用相应保护办法。
3、起吊时要检查起吊工具完好状况和强度，在安全可靠状况下装、卸车。
4、运送过程中，要设专人指挥，防止在运送中发生事故。
5、刮板输送机进入工作面之前，要先检查铺设地点煤壁和支护状况，要清理好巷道底板。
6、抬运、安装时要有专人指挥，防止在安装过程中浮现挤、砸、压事故。
7、刮板输送机铺设要平，相邻两溜槽端头应靠紧，搭接平整无台阶。
8、安装及投入运转时要保证输送机平、直、稳、牢，并注意刮板链松紧限度，要依照运转状况及时张紧。
9、工作面安装使用绳扣、链环、吊钩等都必要详细检查，确承认靠后方可使用。
10、输送机需昂首铺设时，机头抬起某些必要固定牢固，机头要用链环进行吊挂。
11、在倾斜巷道内铺设输送机时，机头必要垫稳，并用链环进行吊挂。溜槽每隔3～5节要用8＃铅丝拴绑，将溜槽拴绑、固定在巷帮锚杆上，防止溜槽下滑。
12、由于切眼过渡段以上坡度较大，必要将溜煤道和行人、运料道分开，行人、运料道布置在切眼掘进方向西侧，并拴好综绳，溜煤道布置在切眼掘进方向东侧。在巷道中心线上每3m打一根中心柱，中心柱规定顶底接实、稳固牢固，并拴好保险绳，柱与柱之间全断面挂金属网。风筒、风水管路及电缆均在行人、运料通道布置。
13、工作面和切眼过渡段之间必要设有完善信号，行人、运料和运煤时必要用信号联系。
B、刮板输送机使用注意事项
1或、机头、机尾必要用压柱底锚锚固。
2、特殊状况需用刮板输送机运送物料时，必要制定防止顶人、顶倒支架安全办法。
3、保证安装质量。延伸、铺设时，必要做到平、稳、直，避免浮现跑偏、飘链、掉链、卡链等事故。
4、严格执行检修制度。在使用过程中，应定期进行检修，特别是易损部件更应经常检查。
5、加强操作管理。严格按操作规程进行操作，一旦发生问题要及时停机进行解决。
6、禁止在刮板输送机中乘人。
7、对机头、机尾、机身各部件要认真进行检查。
8、启动时要发出启动信号，然后正式启动。
9、多台机启动时，应先外后里，停机时要先里后外。
10、各转动和传动部位要按规定安设保护罩或保护栏杆；机头、机尾要设防护板。
11、必要持证上岗。
（三）、防跑车安全技术办法
1、斜井提高必要按“一坡三挡”规定设立防跑车装置，并对其配备专人进行维护保养，保证其动作精确、可靠。
2、小绞车安装必要符合矿机电科关于小绞车安装规定。
3、小绞车司机必要持证上岗，并纯熟操作。
4、绞车道声光信号必要齐全，不能在无可靠信号状况下，用矿灯或口头传递信号。
5、开车前，司机必要对绞车零部件、地锚、压柱、钩头、钢丝绳、信号装置等进行全面检查，发现问题及时解决，否则不准开车。
6、信号规定：一停、二拉、三下、四慢拉、五慢下。
7、摘挂钩要等车停稳后，先关闭挡车器，后摘挂钩头，最后再摘挂保险绳。
8、绞车司机开车时必要精力集中，手不得离开绞车闸把。提高时要依照巷道状况，控制车速，防止矿车轧绳。运营中禁止猛刹车。
9、向下放车时，司机必要注意绳不能松过多，防止导致断绳跑车。
10、解决矿车掉道时，要有专人负责指挥。
11、禁止蹬钩、爬车。做到行人不行车、行车不行人。
（四）、防水、火、瓦斯、煤尘安全技术办法
A、防瓦斯安全技术办法
1、必要加强通风及瓦斯管理，建立健全瓦斯检查制度，可靠地防止和控制瓦斯事故发生。
2、掘进地点，必要按所需风量及《煤矿安全规程》规定供应风量，禁止无风、微风及瓦斯超限状况下作业。
3、掘进过程中易导致瓦斯积聚地点，必要加强监测，发现瓦斯超限，必要及时进行解决。
4、由通灭队选派责任心强，业务纯熟专职瓦检员定点随时检查瓦斯。
5、瓦检员必要严格执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”及现场交接班制度，禁止空班漏检，同步要严格执行报告制度。特殊状况下必要采用坚决办法，迅速撤离人员至安全地点，并报告调度室。
6、必要使用“三专两闭锁”装置和煤电钻综合保护装置（三专指专用变压器、专用电缆、专用开关；两闭锁指风电闭锁和瓦斯电闭锁）。
7、该工作面回风流中必要按《煤矿安全规程》规定安设温度、一氧化碳、甲烷和烟雾传感器，掘进工作面甲烷传感器距工作面不得不不大于5m，随工作面掘进而前移，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%，并保护好各类传感器，不得损坏。
8、必要加强通风设施及设备维护与管理，以保证正常运营。
9、杜绝电器设备失爆以及工作中野蛮操作产生火花等现象。
10、局部通风机使用和安装必要按《煤矿安全规程》第128条规条执行。
11、禁止任意停开局通，禁止无筹划停电停风。因检修、停电等因素停风时，必要按《煤矿安全规程》第129条和141条规定执行。
12、在掘进过程中，若浮现工作面压力增大、打眼时夹钻、顶钻、装药时顶药、有煤炮声、瓦斯涌出量明显增大等异常状况时，必要停止掘进，撤出人员，进行解决。
13、通风灭火部必要依照瓦斯涌出规律，制定切实有效防治瓦斯灾害安全技术办法，加强瓦斯和通风管理，防止灾害发生。
14、切眼开工前由通灭队负责在703机道切眼位置沿切眼方向向703回风巷施工2~3个瓦斯释放孔，直至和回风巷贯通。
B、防尘办法
1、完善工作面和使用巷道洒水设施。
2、加强防降尘工作。工作面放炮前及放炮后必要在工作面20m范畴内洒水降尘，要定期冲洗巷道，清理煤尘。采用爆破喷雾，净化风流、个体佩戴防尘用品等综合防尘办法。
3、加强通风、有效冲淡煤尘并排出。
4、在703机道按规定设立不少于2处隔爆水槽。
C、防灭火办法
1、加强工作面自然发火观测预报工作，每天检查气体成分、气体温度和水温。
2、严格执行放炮规定和机电设备管理制度，杜绝各类明火浮现。
3、加强通风、瓦斯和防降尘工作，及时清理浮煤，防止浮煤堆积。
4、对高冒区及时进行解决，防止高冒区煤炭自燃。
5、使用不延燃电缆，采用阻燃风筒。
6、禁止使用失效火药，不准明火放炮，不准用雷管连接角线和母线。
7、禁止带电作业，带电维修或明火操作。
D、防治水办法
1、一方面必要分析查明水源位置，也许积水量及水压。
2、施工中要经常观测有无透水预兆。若工作面浮现煤层发潮变暗，巷壁“挂汗”、“挂红”，煤层变冷，顶板来压，打眼时眼内出水，煤层内有水挤出产生“嘶嘶”声，浮现压力水流等透水预兆时，必要及时停止工作，撤出所有受水威胁人员，并报告矿调度室。
3、必要坚持“有疑必探，先探后掘”原则。当施工接近老空、断层等有透水也许地点时，每班必要在工作面顶部及正前各布置1—2个3.0m超前探眼。
4、控制循环进度。接近透水点剩余约5m时，施工循环进度不得超过1.0m，机掘终结位置与探眼终孔位置之间距离不得不大于1.5m。
5、工作面防治水工作必要严格按《煤矿安全规程》第260条、262条、263条及266条规定执行。
6、工作面接近也许透水地点时，由通灭部制定专门探放水办法，及时疏排透水地点水。
（五）、顶板管理安全技术办法
A、防止冒顶安全技术办法
１、在施工过程中，必要严格执行“敲帮问顶制度”。
２、放炮后必要及时进行顶部支护，锚索紧跟工作面，禁止空顶作业。
３、循环进度不得超过0.8m。
４、严格执行操作规程、交接班和安全检查制度，及时解决隐患。
5、必要按作业规程规定支护设计进行支护，保证支护质量。
6、施工中要注意观测巷道压力变化，加强顶板管理，防止冒顶事故发生。
7、要经常检查工作面后方支护状况，加强维护。必要及时解决和补打后巷失效锚杆。后巷需大面积修复时，工作面应停止掘进，以防冒顶堵人。
8、特殊地段如地质构造带，煤层松软、破碎段，巷道开口点，贯通点，必要采用如下办法，保证施工安全：①缩小锚杆间、排距；②采用全长锚固；③在顶部布置长锚杆或长3.5m锚索；④采用掘一、锚一、注一或人工挖掘方式掘进；⑤控制循环进度;⑥在迎头布置超前锚杆。
B、井下做锚杆锚固力测试时安全办法
１、取锚杆测试时，不得持续取，以免大面积破坏巷道支护，导致冒顶。
２、做实验时，应将液压管路拉长，人员不得站在被测试锚杆下方或近处。
３、做实验时，至少要有两人，一种负责观测锚杆及顶板，另一种进行操作。
４、不得在围岩破碎地段及其他危险地段取锚杆做实验。
５、测试后，被测试锚杆应做测试记号，测试记号为一“T”字符号。
６、测试后，应及时将测试成果填入锚杆锚固力测试表中。并将测试状况反映给施工队。
７、做破坏力实验锚杆及做实验后不合规定锚杆，要及时采用办法，补打锚杆。
C、巷道过断层及破碎带时安全办法
1、加强掘进地段地质调查及预报工作，依照所掌握地质资料，及时制定详细施工办法与安全办法。
2 、在破碎带中掘进，应做到一次成巷，及时进行顶部支护，减小顶板露出后挠曲离层，提高顶板稳定性。
3、施工中要严格执行操作规程、交接班和安全检查制度。要经常观测顶板及周边煤层稳定状况及变化状况，及时掌握断层、裂隙带、煤层突变带出露时间。一旦发现异常要及时解决，防患于未然。
4、掘进工作面临近断层或穿断层带时，要加强支护。在距断层5m左右时，要加密锚杆进行支护。
5、采用爆破法落煤时，要尽量多打眼、少装药、放小炮，尽量保持周边煤体稳定性。如果放炮后难以控制顶板与管理，有冒顶危险，则应改用人工挖掘方式掘进。
6、为防止漏顶、漏帮及浮现吊包，应挂双层网。网片与网片之间搭接应增至2～3格。
7、当顶板特别松软破碎时，必要打超前锚杆，以增强顶板稳定性。
8、巷道临近断层时，要加强对瓦斯检查及断层水疏排工作。
（六）、巷道贯通安全办法
１、巷道贯通生产科必要有准的确测图，每班在图上填明进度，在703回风巷标注贯通位置，并严格按《煤矿安全规程》第108条规定执行。
２、当与703回风巷相距20m时，生产科必要下达贯告示知书，并制定贯通安全技术办法。
３、接近贯通时，必要加强两个贯通工作面支护。
4、接近贯通时，每班检查有害气体浓度，当瓦斯浓度超过1%时禁止放炮。放炮时必要在703回风巷距贯通点100m处设好警戒。
5、距贯通点剩20m时，每班采用3m钻杆严格执行“先探后掘”原则，并采用小断面或人工挖掘方式进行贯通。
（七）、切