煤矿井下作业规程范本.doc

目 录

第一章 概 况 3
第一节 概 述 3
第二节 依 据 4
第二章 井上下位置及地质情况 4
第一节 井上下位置及四邻情况 4
第二节 煤层赋存特性 5
第三节 地质构造 5
第四节 水文地质情况 5
第五节 其 它 6
第三章 巷道布置及支护设计 6
第一节 巷道布置 6
第二节 矿压观测 6
第三节 支护设计 7
第四节 支护工艺 9
第四章 施工方法 16
第一节 施工方法 16
第二节 工艺流程 16
第五章 通风管理 18
第一节 风量计算及局部通风系统 18
第二节 通风管理规定及措施 20
第六章 运送方式及管理 21
第一节 煤（矸）的装、转、运方式 21
第二节 材料设备运送方式 21
第三节 运送管理及措施 21
第七章 机电管理 22
第一节 设备配置 22
第二节 供排水系统 23
第三节 压风系统 23
第四节 通讯及信号规定 23
第五节 机电设备管理及措施 23
第八章 劳动组织 25
第九章 煤质管理及措施 26
第十章 安全技术措施 26
第一节 分工艺安全技术措施 26
第二节 特殊安全技术措施 27
第十一章 灾害防止及避灾路线 29
第一节 顶板事故防止措施 29
第二节 防止瓦斯事故措施 30
第三节 防煤尘措施 30
第四节 防水灾措施 30
第五节 防灭火措施 31
第六节 避灾路线及说明 31
第十二章 附 件 33

第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
28113工作面由正巷构成。
二、巷道用途
正巷、付巷、尾巷、风管及切眼服务于28113工作面回采，回采28113工作面时，正巷用于出煤、进风，付巷用于运料进风，尾巷风管用于回风。切眼用于采煤安装综采设备。
三、巷道性质
本工作面所掘正巷、付巷、尾巷、风管及切眼均属中四采区28113回采巷道。
四、风管布置
根据施工设计，每隔100米布置一个风管。
五、巷道设计长度、服务年限
（一）巷道设计长度
巷道名称
正巷
付巷
尾巷
切眼
风管
轨道巷
合计
设计长度

备 注

（二）服务年限
1、正巷、付巷服务年限
3、开工时间：2023年 1月1日
4、预计竣工时间：
六、工程施工安排
先依次掘绕道、轨道巷延伸、付巷回返、尾巷回返，构成正巷、付巷、尾巷掘巷运料回风系统。然后依次掘正巷至切眼位置，付巷至切眼位置，再掘尾巷（风管）至切眼位置，最后掘切眼与正巷贯通，构成综采设备安装条件及合理的通风系统。
七、巷道布置平面图（图1）。
第二节 依 据
一、通过审批的施工设计及批准时间
1、中四采区8#煤28113工作面掘进施工设计。
2、设计批准时间：2023年12月
二、地质说明书
1、28113工作面掘进地质说明书。
2、批准时间：2023年12月
三、矿压观测资料
参考本煤层中四采区28407工作面北七、北八、北九及切眼有关矿压观测数据分析结论。
第二章 井上下位置及地质情况
第一节 井上下位置及四邻情况
一、地表位置
地表位于
二、井下位置及四邻采掘情况
工作面标高：
第二节 煤层赋存特性
1、煤层总厚：5.35米，煤层倾角3°～11°。
2、该煤层结构复杂，靠上部含两层夹石，厚度分别为0.52米、0.29米。其中上夹石厚度变化比较大。
3、煤（矿）层顶底板情况：
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩 性 特 征
老顶
泥岩
2.97
灰色，含黄铁矿及植物化石。
直接顶
石灰岩
2.67
深灰色，结晶质，具方解石脉及动物化石。
直接底
细粒砂岩
1.13
灰黑色，颗粒均匀，含煤屑。
4、综合柱状图（图2）
第三节 地质构造
工作面前部为马鞍型构造，中部为褶曲构造,其中向斜构造轴向，两翼倾角,背斜构造轴向2，两翼倾角；后半部为盆地构造，从上部揭露资料分析，工作面生产过程中，正巷预计揭露陷落柱与正断层；付巷预计揭露正断层逆断层陷落柱；尾巷预计揭露落柱，工作面内包含Z陷落柱，其它地质构造有待生产过程中进一步揭露。
第四节 水文地质情况
1、工作面顶板灰岩为含水层，送道至向斜部位时，预计淋头水较大，工作面上部6#煤采空区预计有积水，其中330000工作面采空区积水预计约为5，26工作面采空区积水预计约16401工作面采空区积水预计约为2400m3；12233工作面采空区积水预计约为2400m3；左侧18305工作面采空区积水预计约为2379m3。
2、建议：
（1）工作面掘进过程中要坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，对七尺采空区积水和同层煤采空区积水进行钻探疏放工作。
（2）8#煤顶板灰岩为含水层，正巷、付巷、尾巷掘至向斜部位时，预计淋头水较大，送道过程中要备好排水设备，对巷道积水及时排放。
第五节 其 它
1、瓦斯绝对涌出量：0.43m3/min
2、煤尘爆炸指数：14.41%-17.99%
3、煤层自燃倾向:自燃。
第三章 巷道布置及支护设计
第一节 巷道布置
28113工作面所掘巷道均属中四采区8﹟煤层 水平。正巷设计长度 m，付巷设计长度1678m，尾巷设计长度1627m，风管设计长度30m。正巷、付巷、尾巷及切眼均采用矩形断面。正巷、十五尺轨道巷宽4.2m，高3m；付巷尾巷宽3.8m，高3m；切眼宽6m，高3m；风管宽2.5m，高2.5m。巷道均沿8﹟煤掘进。坡度3°—11°。正巷开口坐标：X：，Y：；付巷开口坐标，X：，Y： ；尾巷开口坐标X：，Y：。

第二节 矿压观测
一、顶板离层仪监测
正巷、付巷、尾巷、十五尺轨道巷沿巷道中心线每隔100m设一个顶板离层仪，切眼沿巷道中心线每隔50m设一个顶板离层仪。所有巷道开口，贯通点均安设一个顶板离层仪。离层仪采用WBY-10型围岩变形指示仪，每10天观测一次顶板离层量，并做好记录进行分析、整理，上报相关部门，直至巷道施工完毕。
二、顶帮锚杆螺母拧紧监测
顶帮螺母拧紧力矩监测，每班由验收员负责用力矩扳手逐根进行锁紧力验收，不合格锚杆必须立即补打，并做好验收记录。
三、顶锚杆锚固力监测
采用MQT-10型拉拔机，严格按《关于加强锚杆（锚索）支护巷道顶板管理的规定》和《锚杆（锚索）检测安全措施》等相关规定执行。
四、附锚固力，扭矩对照表（图22）
第三节 支护设计
一、拟定巷道支护形式
根据晋东字6#钻孔柱状矿压观测资料分析，8#煤直接顶为石灰岩，厚2.67m。老顶为泥岩，厚2.97m。直接顶属坚硬岩层，适合全锚支护。
二、支护参数设计
1、根据类比法合理选择参数
根据中四采区8#煤层28405、28407掘巷矿压观测资料及支护经验，正巷（付巷、尾巷）托夹石施工，顶锚杆采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆，间排距为900×1000（800×1000）mm。锚索采用φ17.8×4000mm低松弛钢铰线，每隔两排设一根5眼W钢带，间距3000mm。1、3、5眼为锚索；2、4眼为φ20×2400mm锚杆。锚索排距3000mm，间距1800mm。顶网采用4000×1200mm金属菱形网。跟直接顶施工，顶锚杆采用φ18×1800mm树脂锚杆，“三、三”矩形布置，间排距为1500×1500mm。
切眼托夹石施工，顶锚杆选用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆，间排距为900×1000mm。锚索选用φ17．8×4500mm低松弛钢铰线，沿巷道每隔一排设三根，间排距为1800×2023mm。排排设钢带，钢带选用长5.6m七孔W钢带。钢带孔距900mm。切眼跟直接顶施工，顶锚杆采用φ18×1800mm树脂锚杆，“六、六”矩形布置，间排距为1000×1200mm，每隔2排设2根φ17．8×4500mm低松弛钢铰线锚索，排间距为2400×3000mm。
正巷、付巷、切眼、风管、十五尺轨道巷两帮选用φ16×1600mm圆钢锚杆；尾巷两帮选用φ16×1800mm圆钢锚杆，跟顶留底施工，帮锚间排距为1200×800mm。托夹石施工，帮锚间排距为900×800 mm，轨道巷帮锚间排距为900×900mm。
2、采用计算法校对支护参数
（1）顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固作用，达成支护效果的条件应满足：
L≥L1＋L2＋L3
式中：L——锚杆长度m
L1——锚杆外露长度 取0.1m
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）
L3——锚入岩（煤）体内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）
普式免压拱高：b=[B/2+Htg（45°-w帮/2）]/f顶
破碎深度：c= Htg（45。-w帮/2）
式中：B、H——巷道掘进宽度和高度，B=4.2m，H=3m
f——顶板岩石普氏系数，取3
w帮——两帮围岩内摩擦角，取63.43°。
b=[4200/2+3000tg（45°-63.43°/2）]/3=930mm
C=3000 tg（45°-63.43°/2）=690mm
依据上式可得：
顶锚杆长L顶≥100+930+800=1830mm
L帮≥100+690+600=1390mm
故所选锚杆均能满足计算规定。
（2）根据锚杆所能悬吊的重量校对锚杆间排距
悬吊重量G=rL2a2
锚固力Q应能承担G的重量，Q＞KG
a＜（Q/krL2）1/2
式中：a——锚杆间排距1000mm
Q——锚杆锚固力≥50KN
K——安全系数 取2
r——岩石的密度 取20KN/m3
L2——锚杆有效长度 930mm
a＜（50/2×20×0.93）1/2≈1.15m
故间排距参数能满足计算结果。
（3）悬吊作用校对锚索间距
根据6#钻孔资料分析，直接顶为坚硬岩层，采用φ17.8×4000mm的钢铰线，将锚杆加固的组合梁整体悬吊于坚硬岩层中。校对锚索间排距，冒落高度按最严重的冒落高度，即大于锚杆长度的整体考虑。此时，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，取垂直方向的平衡，可用下式计算锚索间距。
L=F2/[BHY-（2F1sinQ）/ L1]
式中：L——锚索间距m
B——巷道最大冒落宽度，取4.2m
Y——岩体容重，取20KN/m3
L1——锚杆排距，取1m
F1——锚杆锚固力，取50 KN
F2——锚索极限承载能力，取230 KN
Q——顶锚杆与巷道顶板的夹角，取75°
N——锚索排数，取1
H——巷道冒落高度，取2
L=230/（4.2×2×20-2×50sin75°/1）=3.2m
通过上述计算，正巷、付巷、尾巷、切眼、轨道巷锚索间距L小于3.2m，所选锚索参数满足设计规定。
第四节 支护工艺
正巷、付巷、尾巷、风管、切眼、轨道巷均采用矩形断面全锚支护
一、正巷巷道断面支护
1、正巷巷道断面支护图（图3 托夹石）
附：重要技术指标（托夹石）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
㎡
12.6
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
4.2
顶锚排间距
m
1×0.9
帮锚排间距
m
0.8×0.9
钢带间距
m
3
循环进度
m
1
最大空顶距
m
1.4
最小空顶距
m
0.4
锚索排间距
m
3×1.8
2、正巷、轨道巷巷道断面支护图（图4 跟顶留底）
附：重要技术指标（跟顶留底）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
㎡
12.6
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
4.2
顶锚排间距
m
1.5×1.5
正巷（轨道巷）帮锚排间距
m
0.8×1.2（0.9×0.9）
循环进度
m
1.5
最大空顶距
m
1.9
最小空顶距
m
0.4
二、付巷、尾巷巷道断面支护
1、付巷、尾巷巷道断面支护图（图5托夹石）
附：重要技术指标表（托夹石）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
m2
11.4
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
3.8
顶锚排间距
m
1×0.8
帮锚排间距
m
0.8×0.9
钢带间距
m
3
循环进度
m
1
最大控顶距
m
1.4
最小控顶距
m
0.4
锚索间排距
m
1.6×3
2、付巷、尾巷道断面支护图（图6跟顶留底）
附：重要技主指标表（跟顶留底）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
m2
11.4
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
3.8
顶锚排间距
m
1.5×1.5
帮锚排间距
m
0.8×1.2
循环进度
m
1.5
最大控顶距
m
1.9
最小控顶距
m
0.4
三、切眼巷道断面支护图
1、切眼巷道断面支护图（图7 托夹石）
附：重要技术指标表（托夹石）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
m2
18
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
6
顶锚排间距
m
1×0.9
帮锚排间距
m
0.8×0.9
钢带间距
m
1
点柱间距
m
2
循环进度
m
1
最大控顶距
m
1.4
最小控顶距
m
0.4
锚索间排距
m
1.8×2
2、切眼巷道断面支护图（图8 跟顶留底）
附：重要技术指标表（跟顶留底）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
m2
18
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
6
顶锚杆排间距
m
1.2×1
帮锚杆排间距
m
0.8×1.2
锚索排间距
m
2.4×3
循环进度
m
1.2
最大控顶距
m
1.6
点柱间距
m
2.4

四、风管巷道断面支护图
1、风管断面支护图（图9托夹石）
附：重要技术指标表（托夹石）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
m2
6.25
巷道高度
m
2.5
巷道宽度
m
2.5
顶锚排间距
m
1×0.9
帮锚排间距
m
0.8×0.9
锚索排间距
m
3
循环进度
m
1
最大控顶距
m
1.2
最小控顶距
m
0.2
2、风管断面支护图（图10 跟顶留底）
附：重要技术指标表（跟顶留底）
名 称
单 位
指 标
巷道断面
m2
6.25
巷道高度
m
2.5
巷道宽度
m
2.5
顶锚排间距
m
1.5×0.9
帮锚排间距
m
0.8×1.2
循环进度
m
1.5
最大控顶距
m
1.7
最小控顶距
m
0.2
五、永久支护规定
1、正巷采用矩形断面全锚支护，巷宽4.2m，巷高3m，当夹石厚度大于400mm时托夹石施工。采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆支护顶板，“五、五”矩形布置，排间距为1000×900mm，每根顶锚杆采用2卷MSCK2355树脂药卷锚固。每隔两排锚杆设一根4m长“W”钢带，钢带中眼两边眼采用φ17.8×4000mm，钢绞线锚索，每根锚索用3卷MSCK2355树脂药卷锚固。其余2眼为
φ20×2400mm树脂锚杆。当锚杆锚入直接顶长度局限性500mm时，两排锚杆中部增设一根φ17.8×4000mm锚索补强，两帮均设三排φ16×1600mm圆钢树脂锚杆，“三、三”矩形布置，排间距为800×900mm，上排距顶板400mm。每根帮锚杆用一卷MSCK2355树脂药卷锚固。循环进度1000mm，最大控顶距1400mm，最小控顶距400mm。
当夹石厚度小于400mm时跟顶留底施工。采用φ18×1800mm螺纹钢树脂锚杆支护顶板，“三、三”矩形布置，排间距为1500×1500mm，每根顶锚杆用二卷MSCK2355树脂药卷锚固。两帮均设三排φ16×1600mm圆钢树脂锚杆，“三、三”矩形布置，排间距为800×1200mm，上排距顶板400mm。循环进度1.5m，最大控顶距1.9m，最小控顶距0.4m。
2、付巷、尾巷均采用矩形断面全锚支护，巷宽3.8m、高度3m。当夹石厚度大于400mm时，托夹石施工，采用φ20×2400mm螺纹纲树脂锚杆支护顶板，“五、五”矩形布置，排间距为1000×800mm，每根顶锚杆采用2卷MSCK2355树脂药卷锚固，每隔两排设一根3.6m长“W”钢带，钢带中眼、两边眼采用
φ17.8×4000mm钢绞线锚索补强，其余两眼为φ20×2400mm螺纹钢锚杆，每根锚索用3卷MSCK2355树脂药卷锚固。当锚杆锚入直接顶长度局限性500mm时，两排锚杆中部增设一根φ17.8×4000mm锚索补强。两帮均设三排φ16×1600mm圆钢锚杆，“三、三”矩形布置，排间距为800×900mm，上排距顶板400mm，每根帮锚杆用一卷MSCK2355树脂药卷锚固。循环进度1000mm，最大控顶距1400mm，最小控顶距400mm。
当夹石厚度小于400mm时，跟顶留底施工，采用φ18×1800mm螺纹钢树脂锚杆支护顶板，“三、三”矩形布置，排间距为1500×1500mm，每根顶锚杆用2卷MSCK2355树脂药卷锚固。两帮均设三排φ16×1600mm圆钢树脂锚杆，“三、三”矩形布置，排间距为800×1200mm，上排距顶板400mm。循环进度1500mm，最大控顶距1900mm，最小控顶距400mm。
正巷、付巷、尾巷托夹石施工，顶板均挂金属菱形网，金属菱形网规格为正巷4000×1200mm，付巷、尾巷3600×1200mm，顶网长边垂直于巷道中心线铺设，网边搭接100mm，每隔150mm连一扣，每扣拧不得少于3圈。
正巷、付巷、尾巷、轨道巷托夹石（跟直接顶）施工，两帮均挂塑钢网，帮网长边平行巷道中心线铺设，塑钢网规格为6000×2023mm，每隔150mm用14号铁丝沿网边连一扣，每扣拧不得少于3圈，中排锚杆沿塑钢网对折线加打，上网边距顶板200mm，联网使用专用联网钩。
3、切眼采用矩形断面全锚杆配合“W”钢带金属菱形网点柱联合支护，排排设钢带。巷宽6米，巷高3米。当夹石厚度大于500mm时，托夹石施工，采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆支护顶板，“七、七”矩形布置，排间距为
1000×900mm，每隔一排设三根φ17.8×4500mm钢绞线锚索，即2、4、6眼为锚索，其余4眼为φ20×2400mm树脂锚杆，每根锚杆用2卷MSCK2355树脂药卷锚固。“W”钢带长5.6m，孔距900mm，金属菱形网规格为6000×1200mm，搭接宽度100mm，沿网边每隔150mm用14#铁丝连一扣，每扣拧不得少于3圈。距回采帮2400mm，设一排DZ-3.15单体戴帽点柱护顶，柱距2023mm，柱帽规格800×150×200mm。两帮支护与正巷相同。循环进度1000mm，最大控顶距1400mm，最小控顶距400mm。
当夹石厚度小于500mm时，跟顶留底施工。采用φ18×1800mm螺纹钢树脂锚杆支护顶板，“六、六”距形布置，排间距为1200×1000mm，每隔一排设2根φ17.8×4500mm钢绞线锚索（取代锚杆），即2、5眼为锚索，1、3、4、6为锚杆，每根锚杆用2卷MSCK2355树脂药卷锚固，每根锚索用3卷MSCK2355树脂药卷锚固，距回采帮2400mm设一排DZ-3.15单体液压支柱，柱距2400mm，柱帽规格为800×150×200mm，两帮支护与正巷相同。循环进度1200mm，最大控顶距1600mm，最小控顶距400mm。
4、风管采用矩形断面全锚支护。巷宽2.5m，高2.5m。当夹石厚度大于400mm时，托夹石施工，采用φ20×2400mm螺纹钢树脂锚杆支护顶板，“三、三”矩形布置，排间距为1000×900mm，每根锚杆用2卷MSCK2355树脂药卷锚固。两帮支护均与正巷相同。循环进度1000mm，最大控顶距1200mm，最小控顶距200mm。
当夹石厚度小于400mm时，跟顶留底施工。顶锚杆采用φ1 8×1800mm螺纹钢树脂锚杆，“三、三“矩形布置，排间距为1500×900mm，每根顶锚杆用2卷MSCK2355树脂药卷锚固，两帮支护与正巷相同，循环进度1500mm，最大控顶距1700mm，最小控顶距200mm。
5、轨道巷：轨道巷采用矩形断面全锚支护，跟顶留底施工。巷宽4.2m，高3m，采用φ1 8×1800mm螺纹钢树脂锚杆，“三、三“矩形布置，排间距为1500×1500mm，每根顶锚杆用2卷MSCK2355树脂药卷锚固。两帮各设三排φ1 6×1600mm圆钢锚杆护帮，“三、三“矩形布置，排间距为900×900mm，上排距顶板400mm，两帮均挂塑钢网，塑钢网规格为6000×2023mm，网边搭接100mm，沿网边每隔150mm联一扣，每扣拧不得少于三圈，沿巷道中心线设一排φ17.8×4000mm锚索补强，间距3m，每根锚索用3卷MSCK2355树脂药卷锚固。循环进度1500mm，最大控顶距1900mm，最小控顶距400 mm。
6、正巷距切眼14m处向外打吊梁2根，便于安装破碎机；距切眼29m处向外打吊梁3根，便于安装转载机。以巷道中心线为吊梁中心。正巷与切眼交叉口靠切眼采煤帮，以正巷中线为基准、打5根吊梁，便于安装运送机机头；付巷与切眼交叉口以付巷中线为基准，打2根吊梁，便于安装运送机机尾。吊梁间距均为1m，吊梁采用29#U型钢，长2.4m。
7、付巷（尾巷）回返，巷道断面及支护编制专项安全技术措施。
8、水窝规格：宽×深×高=2.5×3×3m，破底板不小于0.5m。
9、绞车峒规格：15HP 2×1.2×3m
30HP 2×1.5×3m
六、临时支护
1、机掘施工时，顶板稳定不使用前探支护，但必须严格执行掘一锚一的支护施工方式，即割一排、打一排锚杆，循环进度1000mm（1500 mm），最大控顶距1400mm（1900 mm），最小控顶距400mm，严禁超控顶距作业，顶板破碎节理发育时，另补措施。
2、施工过程中，遇陷落柱等地质构造时，必须采用架棚支护。采用2根长5.2mπ梁，分别用3个锁卡固定在工作面前三架稳定的棚梁下，π梁上设棚梁，破板构顶，起前探支护作用，使用方法严格按官地矿架棚巷道前探支护方式执行。

七、支护规定
1、DZ-3.15液压支柱，初撑力不得小于60KN（7.7Mpa），乳化液配比3%。
2、顶锚杆（φ20×2400mm）锚固力不得小于50KN（190N.m）。
顶锚杆（φ18×2023mm）锚固力不得小于50KN（171N.m）。
3、帮锚杆(圆钢)（ф16×1600mm）锚固力不得小于50KN（76N.m）。
4、锚索预紧力不得小于80KN，压力表读数为28MPa。
5、锚杆外露长度小于等于50mm，锚索外露长度不大于300mm。
6、切眼单体点柱可滞后工作面30m。
7、顶帮锚杆、锚索必须与工作面同步，不得滞后工作面。
8、巷道两侧顶锚杆必须使用角锚杆和角锚杆片，角锚杆与顶板夹角75°。帮锚杆必须与煤帮垂直，且托板紧贴壁面。
9、木托板长边垂直巷道中心线安设，且紧贴岩面（煤壁），木托板规格
500×200×50mm。
第四章 施工方法
第一节 施工方法
一、巷道开口：编制专项安全技术措施。
二、施工方法：
1、正巷、付巷、尾巷、切眼及轨道巷均具有综掘条件。掘巷时，采用EBJ-120TP掘进机割、装煤配合皮带运煤的施工方法。
2、风管、水窝、绞车峒、库房施工，编制专项安全技术措施。
第二节 工艺流程
一、工艺流程
交接班解决隐患→延长皮带拉机尾→割、装、运煤→解决隐患→永久支护
二、各工序规定
1、交接班解决隐患：
上班遗留问题必须现场交接清楚，开工前及施工过程中，必须严格执行敲帮问顶制度，认真检查作业现场顶帮、支护、通风设施、瓦斯浓度等情况，发现问题，及时解决，否则不准开工。
2、延长皮带拉机尾：
先将皮带机尾及跑道下浮煤清扫干净，而后用声光信号联系皮带司机松开皮带涨紧绞车，用锚链配合U型环将机尾与掘进机联好，用掘进机将皮带机尾拉到预定位置，加好皮带中间部分，再与皮带司机联系涨紧皮带，试运转，调正皮带后，方可正常运转。
3、割、装、运煤：
掘进机必须由正付司机两人操作，一人开掘进机，一人观测顶帮及周边情况，割煤严格按掘进机“截割路线图”作业，严禁超欠挖，割够一个循环，掘进机退出工作面3-5m，截割头落地，切断电源并闭锁掘进机。
4、解决隐患：
割煤完毕后，班组长及时进行敲帮问顶，解决危岩活石等不安全隐患，确认安全后，进行永久支护。
5、永久支护：
（1）打顶锚杆（锚索）采用MQT-85锚杆钻机，钻头使用φ27羊角钻头。打眼前，必须由验收员划线定位，打顶眼由3人配合作业，一人操作锚杆机，一人换钻杆定眼位，一人递料，待钻杆定位后，再加快转速，气腿不宜升得太快，以防断杆伤人。打锚杆必须严格遵循由外向里、逐排进行的原则施工，必须打一个眼、安装一根锚杆，树脂搅拌时间为15-25S，严禁空顶作业。
（2）顶眼打好后，安装锚索由5人配合作业，其中1人扶凳子，2人安设钢绞线，1人操作钻机，1人指挥，作业人员必须协调配合，保证安全施工。
（3）打帮锚杆采用ZMS-30风煤钻，2人一套，打帮锚必须遵循“由外向里、先上后下”的顺序施工，必须打一个眼安装一根锚杆。
（4）钢带安设：顶眼打好后，钢带安设由8人配合作业，其中2人扶梯子，2人扶钢带，1人装树脂药卷，1人递料，1人操作钻机，1人指挥，作业人员必须协调配合，保证安全施工。
（5）打单体：打单体由6人配合作业，其中1人扶凳子，1人设柱帽，2人扶单体，1人递料，1人操作液枪，作业人员必须协调配合，严防意外事故发生。
三、掘进机截割路线图（图11）
第五章 通风管理
第一节 风量计算及局部通风系统
一、风量计算及风机选型
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100·Q·K m3/min
式中 Q掘——掘进工作面所需风量 m3/min
Q——掘进工作面回风流中绝对瓦斯涌量，取0.43m3/min
K——瓦斯涌出不均匀系数 取1.6
Q掘=100×0.43×1.6 =68.8m3/min
2、按掘进工作面同时工作人数所需用风量计算
Q掘=4N m3/min
式中：N——掘进工作面同时工作最多人数，取36人。
4——每人每分钟不低于4m3的配风量。
Q掘——掘进工作面实际需用风量 m3/min
Q掘=4×36=144m3/min
3、按稀释、排除巷道炮烟所需风量计算
Q掘= 3 m3/min
式中：t——掘进巷道通风时间，取20（20-30 min）
S——掘进巷道净断面积，取12.6m2
A——掘进工作面同时爆炸的炸药量，取28407
北八掘进时所需炸药量11.4kg
L——掘进巷道通风长度m
L稀=400×11.4/12.6=361.9m
L稀——从掘进工作面至稀释炮烟至安全浓度（CO浓度0.02%）的距离。
L＜稀时，取L值
L＞稀时，取L稀 取361.9 m
Q掘=3=241.4 m3/min
4、风机选型
根据计算结果，选用DBKJNO2×18.5/2×30(18.5KW×2)对旋式风机供风。本风机供风量270m3/min～450m3/min,取Q掘=270m3/min。
5、风速验算
V=Q需/60.S m/s
V1=270/60×12.6=0.34m/s
V2=270/60×11.4=0.39m/s
V3=270/60×18=0.25m/s
符合煤矿安全规程中第101条规定。所选风机合理。
二、局部通风系统
（1）新鲜风：
正巷：地面→二号平峒→正前大巷→四斜坡→十五尺轨道巷→风机→正巷工作面。
付巷（尾巷）：地面→二号平峒→正前大巷→五斜坡→十五尺皮带巷→风机→付巷（尾巷）工作面。
轨道巷：地面→二号平峒→正前大巷→四斜坡→十五尺轨道巷→风机→轨道巷延伸工作面。
（2）乏风：
正巷（付巷、尾巷）工作面→十五尺皮带巷→北八回返→十五尺回风巷→十五尺回风井→北付巷→中谷咀回风井→地面。
轨道巷工作面→十五尺轨道巷→北八回返→十五尺回风巷→十五尺回风井→北付巷→中谷咀回风井→地面
（3）局部通风系统图（图12）
三、安全监测仪器仪表布置图（图13）
四、综合防尘设施布置图（图14）。
第二节 通风管理规定及措施
1、局部扇风机必须使用“双风机、双电源”自动切换，“三专两闭锁”。杜绝无计划停风。
2、工作面采用压入式通风，风机安设在距回风口不小于10m的进风巷道中，风机必须上架。
3、风筒吊挂必须平、直、无破口、逢环必挂，风筒出风口距工作面不得大于5m。
4、风筒拐弯处必须设弯头，风筒保持与运料材料车外边200mm以上的间距，防止车辆撞碰、挂风筒。
5、风筒接口要双返压边，经常解决风筒脱节及破口，减少漏风。
6、工作面5m段，回风侧（风筒对帮）设瓦斯探头T1，其报警点为1%（CH4），断电点为1.5%（CH4），复电点小于1%（CH4）。在掘进工作面巷道回风口10-15m段，设瓦斯探头T2，其报警点为1%（CH4），断电点为1%（CH4），复电点小于1%（CH4），探头吊挂距顶板不大于300mm，距帮不小于200mm。
7、严禁无计划停风，因故停风，沿避灾路线将人员所有撤至有新鲜风流的安全地点。恢复通风前，瓦斯员必须检查瓦斯浓度，只有在停风区中瓦斯浓度最高不超过1%和二氧化碳浓度，最高不超过1.5%时，方可人工启动风机，恢复正常通风。通风后，瓦斯员检查工作面瓦斯浓度，确认安全后，人员方可进入工作面。
8、任何人不准破坏通风设施，保证工作面正常供风。
9、严禁同时打开两道风门。
10、工作面瓦斯浓度达成1%时，严禁启动掘进机割煤，达成1.5%时，必须切断电源，撤出人员，报告调度，进行解决。
第六章 运送方式管理
第一节 煤（矸）的装、转、运方式
1、正巷、付巷、尾巷工作面由掘进机切割，自动装煤通过掘进机第一运送机→桥式转载机→顺槽皮带→十五尺皮带→煤仓→970皮带→地面煤仓。
2、切眼由掘进机切割自动装煤，通过掘进机第一运送机→桥式转载机→电滚筒皮带→顺槽皮带→十五尺皮带→煤仓→970皮带→地面煤仓。
3、风管由人工大铁锹装煤→风管溜子→付巷皮带→十五尺皮带→煤仓→970皮带→地面煤仓。
4、轨道巷→轨道巷皮带→北八回返皮带→十五尺皮带→煤仓→970皮带→地面煤仓。
第二节 材料设备运送方式
正巷（付巷、尾巷）：
从地面车场将材料设备人工（或机械）装车由电机车牵引经二号平峒，正前大巷到四斜坡（五斜坡）车场，再由15HP小绞车牵引经十五尺轨道巷（十五尺回风巷）至正巷（付巷、尾巷）工作面。
第三节 运送管理及措施
1、所有运送设备必须有灵敏可靠的声光信号装置，并达成完好标准。
2、各类司机必须持证上岗，并按各自的操作规程执行。
3、皮带、溜子铺设要平、直、稳，零部件齐全有效，皮带保护齐全完好，灵敏可靠。
4、皮带机头，固定皮巷机尾，溜子机头必须地锚，溜子出煤机尾使用3节联接槽子，否则必须打好压柱。
5、严禁用皮带、溜子运送除煤（矸）以外的物料。
6、人员需跨越皮带、溜子处必须设有可靠的行人过桥，保证行人安全。
7、正巷、付巷为机轨合一巷，轨道严格按标准铺设。
8、所有11.4KW绞车必须实行地锚。
9、轨道外缘距设备风水管间距不得小于0.5m。
10、正付巷运料必须严格执行“行人不行车、行车不行人”的规定，并严格按规定设好警戒。
第七章 机电管理
第一节 设备配置
一、设备配备表
序号
设备
设备型号
单位
数量
备注
1
掘进机
EBJ—120TP
台
1

2
除尘风机
B2-72
台
1

3
局扇
DBKJNO2×18.5/2×30
台
2

4
皮带
SJ—80
部
2

5
刮板运送机
SGW—40T
部
1

6
锚杆机
MQT—85
台
3

7
小绞车
JD—7.5KW
部
2

8
开关
QBZ—200
台
3

9
开关
QBZ—80N
台
2

10
综合保护
ZZ8L-2.5
台
1

11
照明保护
Z×Z8-2.5
台
1

12
涨拉机
ZQ—200
台
1

13
激光指示仪
BJZ—Ⅱ型
台
1

14
电话
KTHB
部
2

15
风煤钻
ZMS—30
台
3

二、设备布置图（图15）
三、供电系统
1、正巷供电系统：地面风峪沟变电站→中四区变电所→轨道巷变电点→正巷各用电设备
2、付巷（尾巷）供电系统：地面风峪沟变电站→中四区变电所→北八配电点→付巷（尾巷）各用电设备
3、供电系统图（图16）
第二节 供排水系统
一、供水系统
风峪沟载水塔→正前大巷→五斜坡→十五尺皮带巷→正巷（付巷、尾巷、轨道巷）→工作面。
二、排水系统
28113正巷→绕道→联络巷→十五尺轨道巷→四斜坡→正前大巷（自流）→二号平峒→地面
28113付巷（尾巷）→付巷回返（尾巷回返）→五斜坡→正前大巷（自流）→二号平峒→地面
三、供排水系统图（图17）
第三节 压风系统
1、压风系统：九院压风机房→二号平峒→正前大巷五斜坡→十五尺皮带巷→正巷、（付巷、尾巷、轨道巷）工作面
2、压风系统图（图18）
第四节 通讯及信号规定
1、正巷、（付巷、尾巷、轨道巷）均设专用电话，供各工作面与采区调度联系，电话距工作面不得大于100m。各运送设备均设声光信号联系。
2、信号规定： 一停、二开、三倒开，紧急情况打乱铃。
第五节 机电设备管理及措施
1、供电实行“三专两闭锁”。
2、井下所有电气设备必须防爆完好，并设专人维护，杜绝失爆。
3、严禁带电检修搬运电气设备。检修电气设备，必须切断电源，闭锁开关，挂好“有人工作，严禁送电”牌，设专人看护，严格执行“谁停电、谁送电”的原则，严禁约时送电。作业时，严格按《电气设备操作规程》执行。
4、压风、压水、排水管均由外向里一次安装到位，吊挂于风筒下侧，与电缆、信号线，监控线分帮吊挂，每隔4.5m，用一个三角铁配合水管卡子细钢丝绳悬吊于顶锚杆上，水管卡子由检修公司提供。
5、电缆、信号线、监控线电话悬挂于另一侧顶锚杆下，每隔30m用一个三角铁将钢丝绳穿孔拉直，每隔1m用电缆钩挂在钢丝绳上，钩上设电缆等线。
6、电动机的控制设备，应具有短路，过负荷单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。
7、电气设备着火时，应立即切断电源，未切断电源之前，只能用砂子或干粉灭火器灭火。
8、检修掘进机更换截齿时，必须将掘进机退出工作面3—5m，断开掘进机电气控制回路开关，打开隔离开关，切断掘进机供电电源后进行。严禁任何人在截割臂和转载桥下方停留和作业。
9、安装、拆除更换掘进机桥式转载机或其它大件时，必须对起吊处支护加固，保证起吊设施安全可靠。
10、备品备件分类堆放，实行挂牌管理。
11、电话