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前 言矿井毕业设计是煤矿开采技术专业最后一个教学环节，是对大学所学知识的一次综合性考察，其目的是使我们运用大学阶段所学的理论知识并联系矿井生产实际而进行的矿井开采设计，以培养和提高我们分析和解决实际问题的能力，是对我们走上工作岗位前进行的一次综合性能力演练。 本次设计的题目是山西方山汇丰新星煤业一采区设计结合搜集到的其它相关原始资料，运用所学知识同时参考采矿学、煤矿矿井开采设计手册、矿井初步设计书、等参考资料，在指导老师精心指导下独立完成。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针政策，结合设计矿井的实际情况，遵循采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下完成设计的。本次设计的指导老师为侯千亮老师，同时还得到了其他老师（蔡永乐、姜有、周贵全、王凯）的悉心指导，他们在许多方面给予了宝贵意见，为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！由于本人水平有限以及对知识的掌握程度不高，设计中难免存在错误和疏漏，恳请各位老师批评指正。 目 录前 言i目 录ii第一章 矿井概况1 第一节 井田地质特征1一、井田所属的第地理位置及交通条件1二、井田水文地质条件1三、气象1四、地质构造及分布情况情况1第二节 煤层的埋藏特征2一、煤层赋存状态和围岩性质2二、煤的工业分析3三、煤的可选性5第三节井田境界与储量6一、井田境界6二、井田工业储量6三、安全煤柱及各种煤柱的留设计算11第四节 矿井开拓12一、井筒的位置12二、开采水平的确定及采区划分12三、 矿井通风方式13四、 矿井提升及运输13第二章 采区地质特征14第一节 采区范围14第二节 采区储量和生产能力14一、矿井工作制度14第三节 地面相对位置及邻近采区开采情况表15第三章 采煤方法及采区巷道布置16第一节 采煤方法的选择16第二节 确定采区巷道布置和要素16一、矿井达到设计能力时采区数目及位置、回采工作面位置16二、采区巷道布置17三、工作面回采方式18四、采区主要生产系统18五、采区运输、通风、排水系统18第三节 回采工艺与劳动组织19一、主要采煤设备的选型与配置19二、回采工艺的确定24三、工作面劳动组织表及循环作业表25四、采区及工作面回采率25第四章 采区运输26第五章 采区通风与安全29第一节通风系统29一、主扇型号29二、通风方式和通风方法30三、风井数目、位置、服务范围30第二节矿井风量30一、矿井总风量计算30二、采煤工作面所需风量31三、 风量分配35第六章 灾害预防与避灾路线35第一节 灾害预防措施35一、 发生顶板事故后应急措施35二、发生瓦斯、煤尘爆炸事故后应急措施36三 、发生水灾事故后应急措施36四、发生火灾事故后应急措施37第二节避灾路线37第七章 安全技术措施与职业危害防治37第一节 施工准备37第二节 顶板管理38一、一般规定38二、锚网支护40第三节 “一通三防”管理48一、通风管理48二、瓦斯管理措施49三、防尘管理49四、防火管理50五、安全监测管理50第四节 防治水管理51第五节 电气设备管理51一、一般安全事项51二、胶带机、掘进机使用与检修安全注意事项54三、掘进机操作55四、利用综掘机进行支护作业57五、综掘机检修与迎头平行作业57第六节 运输管理58一、皮带机运行58二、用皮带运输物料规定59三、胶带搭接的技术要求60四、地排车运输安全技术措施60五、溜煤眼管理规定61第七节 职业危害防治63第八节 “三位一体”与“手指口述”安全确认64一“三位一体”安全确认64二“手指口述”安全确认64参考文献65致 谢6572第一章 矿井概况第一节 井田地质特征一、井田所属的第地理位置及交通条件山西方山汇丰新星煤业有限公司位于方山县县城西南24km处的峪口镇郝家焉村。行政隶属峪口镇管辖。地理坐标：东经11106531110918北纬 374454374725 井田距209国道9公里，方山县至临县的乡村公路从矿区通过，交通运输条件.井田地处晋西黄土高原吕梁山西侧，地形主要以黄土台、峁、梁及黄土冲沟为主，侵蚀切割严重，地形复杂。地势总体东高西低。最高点位于井田东部，海拔1258.1m，最低点位于井田西部,海拔1028.0m，相对高差230.1m，属低中山丘陵区。二、井田水文地质条件本区属湫水河水系，井田范围内无河流，主要沟谷为中部的车赶沟和南部的沐浴沟，只有季节性水流，是雨季的洪水排泄集中地段。三、气象本井田地处晋西黄土高原，为大陆性季风气候，暖温带半干旱地区，气温变化昼夜悬殊，四季分明，降水量有限，多呈干旱状态，冬春季多西北风，少雨雪，夏秋季雨量集中，有时出现暴雨洪水灾害。四、地质构造及分布情况情况区域地质简况:区域地质构造的发展史与整个华北古陆颇为一致。前震旦纪地层为巨厚的混合岩化强烈的关帝山花岗岩及其它古老变质岩系，分布在关帝山周围，为隆起褶皱。震旦纪被一些厚度不大的陆相碎屑岩沉积到寒武纪后由于地壳运动下降而沉入海底，一直到中奥陶纪，沉积了很厚的深海相石灰岩。后又上升为陆地，遭受长期剥蚀形成沉积间隔，到中石炭纪又缓慢下降形成浅海相沉积。不久又开始上升，在二叠纪、三叠纪形成很厚的陆相沉积。中生代末期，受燕山运动的影响，大量花岗岩侵入，关帝山急骤隆起，形成吕梁背斜，铸成了今日地貌的雏形。境内地层齐全，太古界、元古界、古生界、中生界、新生界地层都有出露。 第二节 煤层的埋藏特征一、煤层赋存状态和围岩性质1、含煤性井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。山西组平均厚59.70m，自上而下依次含1、2、3、4、5号共5层煤，煤层平均总厚5.34m，含煤系数8.94%，（4号煤层在井田内仅有ZK4号孔可采，厚度0.75m，其它钻孔均不可采）其中5号为可采煤层，平均厚度3.92m，可采含煤系数6.57%。太原组平均厚度95.62m，自上而下依次为6、7、8、10、11号共5层煤，煤层平均总厚6.79m，含煤系数7.10%，其中8、10号为可采煤层，平均总厚6.32m，可采含煤系数6.61%。上述5、8、10号可采煤层中，只有5、8号煤层为该矿批准开采煤层。煤层主要特征详见可采煤层特征表（表2-1-2）。 可采煤层特征表 表2-1-2煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构稳定程度顶底板岩性最小最大平均最小最大平均矸石层数类别顶板底板52.556.134.080-3较简单稳定泥岩泥岩50.50-64.0259.2581.454.703.070-1简单稳定灰岩泥质岩0.30-16.828.41100.84.853.250-2简单稳定泥岩砂质泥岩泥岩2、可采煤层(1)5号煤层位于山西组下部，下距8号煤层50.50-64.02m，平均59.25 m。煤层厚度2.55-6.13m，平均4.08m。煤层结构较简单，含0-3层夹矸。井田西部和东北部剥蚀无煤，赋存区属稳定可采煤层。煤层顶板为砂质泥岩，底板为泥岩。见图2-1-1。(2)8号煤层赋存于太原组中部L1石灰岩之下，下距10号煤层0.30-16.82m，平均8.41 m。见煤点厚度1.45-4.70m，平均3.07m，井田西部和东北部剥蚀无煤，赋存区稳业可采。ZK1号孔为风氧化带，结构简单，不含或含一层夹矸。煤层顶板为灰岩，底板多为泥岩。见图2-1-2。(3)10号煤层赋存于太原组中下部，下距K1砂岩27.64-31.00m。见煤点厚度0.804.85m，平均3.25m。煤层结构简单，含0-2层夹矸。井田西部和东北部剥蚀无煤，赋存区稳定可采。ZK1号孔为风氧化带，属稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩，底板为泥岩。煤层对比是在地层对比的基础上进行，本次主要采用标志层法，层间距法等对比煤层，井田内太原组K1、L1 、L2、 L3、 L4等标志层发育明显，易于对比；山西组的5号煤层，太原组的8、10号煤层发育稳定，本身就是很好的对比标志，总之，井田内可采的5、8、10号煤层对比可靠。二、煤的工业分析1、煤的物理性质及煤岩特征（1）物理性质井田内各层煤的物理性质大体相同，表现为黑色，条痕为黑褐色，玻璃光泽，有一定的韧性，贝壳状、参差状断口，容重据区域资料为1.39-1.46t/m3，硬度中等，一般为23。（2）煤岩特征5号煤层：黑色，条痕为黑褐色，条带状结构，玻璃光泽，参差状断口，宏观煤岩类型为半亮型煤。8号煤层：黑色，条痕为黑褐色，玻璃光泽，均一状-条带状结构，块状-层状构造，硬度中等，贝壳状断口。宏观煤岩类型为光亮型-半亮型煤。10号煤层：黑色，油脂光泽，条痕黑褐色，条带状结构，块状-层状构造，硬度中等，贝壳状断口。宏观煤岩类型为半亮型-半暗型煤。区内各层煤的有机组分均以镜质组为主，惰质组次之；无机组分均以粘土类为主，硫化物次之，镜质组中以均质镜质体为主，基质镜质体次之或少量，粘土充填细胞腔或与有机组分掺杂分布，黄铁矿呈点状、草莓状分布；碳酸盐、褐铁矿呈团块状分布。2、煤的化学性质、工艺性能根据施工的ZK3号、ZK11号、ZK12号、ZK13号、ZK14号钻孔取样化验成果，井田可采煤层主要煤质特征如下：5号煤原煤：水份（Mad）为0.280.56%，平均为0.33%；灰份（Ad）为19.3728.69%，平均为24.0%；挥发份（Vdaf）为21.6127.41%，平均为24.95%；全硫(St，d)为0.662.17%，平均为1.25%；发热量（Qgr,v,d）为24.9928.26MJ/kg，平均为26.54MJ/kg。浮煤：水分（Mad）为0.27-0.62%，平均为0.44%；灰分（Ad）为8.91-12.16%，平均为10.34%；挥发份（Vdaf）18.98-26.52%，平均为23.06%；全硫(St，d)为0.521.94%，平均为0.98%；发热量（Qgr,v,d）为31.3433.50%，平均为32.43MJ/kg。胶质层最大厚度Y为823mm，平均为9.00mm。粘结指数（GRI）为36-92，平均为67。确定该层煤为低硫分煤-高硫分煤、低灰-高灰，属中热值-高热值焦煤，瘦煤。8号煤原煤：水份（Mad）为0.180.43%，平均为0.34%；灰份（Ad）为13.9731.31%，平均为20.53%；挥发份（Vdaf）为20.0823.27%，平均为22.36%；全硫(St，d)为1.222.39%，平均为1.94%；发热量（Qgr,v,d）为23.8433.06MJ/kg，平均为27.94MJ/kg。浮煤：水分（Mad）为0.12-0.4%，平均为0.26%；灰分（Ad）为7.71-11.22%，平均为9.17%；挥发份（Vdaf）18.27-22.48%，平均为20.12%；全硫(St，d)为0.922.13%，平均为1.47%；发热量（Qgr,v,d）平均为32.56MJ/kg。胶质层最大厚度Y为310mm，平均为6.88mm。粘结指数（GRI）为15-66，平均为44.0。确定该层煤为中硫分煤-高硫分煤、低灰-中灰，属中热值-特高热值焦煤，瘦煤,贫瘦煤。10号煤原煤：水份（Mad）为0.270.49%，平均为0.35%；灰份（Ad）为17.2125.57%，平均为21.73%；挥发份（Vdaf）为21.1525.99%，平均为23.95%；全硫(St，d)为0.782.88%，平均为1.79%；发热量（Qgr,v,d）为26.9929.78MJ/kg，平均为27.69MJ/kg。浮煤：水分（Mad）为0.19-0.58%，平均为0.40%；灰分（Ad）为9.07-12.24%，平均为10.66%；挥发份（Vdaf）19.98-25.44%，平均为22.62%；全硫(St，d)为0.611.41%，平均为0.94%；发热量（Qgr,v,d）平均为32.31MJ/kg；胶质层最大厚度Y为8-14，平均为11.0mm。粘结指数（GRI）为50-84，平均为68。确定该层煤为低硫-中高硫、中灰-高灰，属高热值-特高热值焦煤、瘦煤。三、煤的可选性本次勘探工作未作筛分和浮沉试验。故无法进行煤的可选性评价。下面仅就区内煤心煤样在测试工业分析等项目的过程中获取的资料，来预测一下本区煤的可选性。理论精煤回收率5号煤为24.18-43.05，平均34.0。8号煤为16.5-70.87，平均45.4。10号煤为23.01-79.51,平均50.7。由此可知，本区各层煤的理论精煤回收率的平均值小于55,属于低等可选。第三节井田境界与储量一、井田境界根据山西省国土资源厅2009年11月为该矿换发的C1400002009111220043575号采矿许可证，井田面积为9.9564km2，设计生产能力120万吨/年，批准开采4-8号煤层。井田范围由下列9个坐标点依次连线圈定（西安80坐标系）：井田范围拐点坐标一览表点号西安80坐标系点号北京54坐标系X坐标Y坐标X坐标Y坐标14184251.55 19510629.6914184300.0019510700.00 24184251.56 19513579.7124184300.0019513650.0034183451.56 19513429.7134183500.00 19513500.00 4 4180951.54 19512679.7144181000.0019512750.0054179601.53 19511979.7154179650.00 19512050.0064180851.5419511479.7064180900.0019511550.0074181601.54 19511129.7074181650.0019511200.0084181801.5419510029.6984181850.00 19510100.0094183251.5419510029.6994183300.00 19510100.00井田呈不规则图形，其南北长4500m，东西宽3500m，总面积9.9564km2。二、井田工业储量根据采矿许可证及地质报告，本矿批准开采4-8号煤层，本井田范围内可采煤层为5、8、10号煤层，其中5、8号煤层为批准开采煤层，10号煤层为未批准开采煤层，故本次只估算了5、8、10号煤层的资源/储量。1、工业指标确定根据现行煤、泥炭地质勘查规范，本矿5、8号煤层为炼焦用煤，煤层倾角小于25，采用具体指标为：最低可采厚度：0.70m(倾角小于25)原煤最高灰分(Ad)为40%；原煤最高硫分(St,d)为3.0%视密度：5号煤层为1.44t/m3，8号煤层为1.40t/m3。2、地质保有资源/储量通过本次资源/储量估算，井田内批采的5、8号煤层保有资源储量4631万t,其中探明的经济基础储量（111b）为3271万t，控制的经济基础储量(122b)为1031万t，推断的内蕴经济资源量(333)为329万t。资源储量汇总表煤号煤 类资源/储量(万t)111b/总量 (%)111b+122b/总量 (%)111b122b333现保有5JM1471244114182980.493.8SM2095226180.1100 小计1680296114209080.494.5 8JM782475149140655.689.4 SM6522126693070.1 92.9 PS1574820576.6 100 小计1591735215254162.691.5 总 计32711031329463170.692.6其中JM2253719263323569.691.9SM86126466119172.394.5PS1574820576.6 100 根据煤炭工业矿井设计规范的规定，矿井工业资源/储量Z=111b+122b+333k。式中：K-333资源量可信度系数，取k=0.9矿井工业资源/储量汇总表煤层编号储量级别(万t)合计111b122b333(k)51680296102.62078.681591735193.52519.5井田边界村庄采空区古空区断层风氧化带小计52078.676.3137.417.26.316.225.2278.6180082519.555.8231.67.411.864.1307.72148.8合计4598.13948.85、矿井设计可采储量 矿井设计可采储量汇总表 单位：万t煤层编号设计储量设计煤柱损失开采损失可采储量开采损失系数可采储量系数工业场地及井筒大巷煤柱小计5180058.793.9152.641212360.250.7582148.844.3209.2253.537915160.20.8合计3948.8406.17912752三、安全煤柱及各种煤柱的留设计算巷道煤柱按以下公式计算：式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，5号煤层为350m，8号煤层为410m；M煤层厚度m， 5号煤层6.13m，8号煤层4.70m；f煤的强度系数，取2.5。计算结果4号煤层为29.4m，8号煤层为29.5m。井田边界煤柱留20m，5、8号煤层巷道之间留设煤柱30m，两侧留设30m，采空区边界煤柱留设20m,断层煤柱留设20m，风氧化带煤柱20m，工业场地按二级保护，井筒按一级保护，村庄按三级保护，再根据表土段和基岩段厚度(表土移动角45，基岩移动角72)采用垂直剖面法计算保安煤柱。5号煤层平均厚度4.08m为厚煤层，8号煤层平均厚度为3.07m，为中厚煤层，采区回采率5号煤层为75%，8号煤层为80%，工作面回采率5号煤层为93%，8号煤层为95%。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。 第四节 矿井开拓一、井筒的位置根据推荐方案，矿井采用主斜井、副斜井、回风立井三个井筒开拓，主斜井利用原主斜井、副斜井新建，回风立井利用原副立井改造。三个井筒均位于现有工业场地内。二、开采水平的确定及采区划分根据开拓方案，全井田采用两个水平开采，即以+870m一水平开采5号煤层，以+830m二水平开采8号煤层。根据开拓布置，矿井采用两个水平的开拓方式，即一水平开采5号煤层，二水平开采8号为层。5号煤层平均厚度4.08m为厚煤层，8号煤层平均厚度3.07m为中厚煤层，适合采用综合机械开采。为节省投资，加快施工进度，简化生产环节尽可能加大工作面推进长度，充分发挥机械化开采效能，确定一、二水平主要运输、轨道、回风大巷均沿煤层布置。1、一水平主要大巷布置：在井田南中部一水平井底煤仓处，东西方向沿5号煤层布置一组三条大巷，西至风氧化带，东至井田东边界，形成第一水平5号煤层开拓开采系统。以一个采区开采井田内5号煤层。即运输大巷、轨道大巷沿5号煤层底板布置，回风大巷沿5煤层顶板布置。 2、二水平主要大巷布置：在井田南中部二水平井底煤仓处，东西方向沿8号煤层布置一组三条大巷，西至8号煤层风氧化带，东至井田东边界，形成二水平一采区开拓开采系统。在井底煤仓东200m处向北沿8号煤层布置一组三条上山，至吴城局村西，转为东西方向布置；西至8号煤层风氧化带、东至8号煤层风氧化带，形成二水平二采区开拓系统。以两个采区开采井田内8号煤层，即运输、轨道、回风三条大巷均沿8号煤层底板布置。根据开拓布置，矿井采用两个水平的开拓方式，设计以+870m一水平开采井田内5号煤层，划分为一个采区；设计以+830m二水平开采井田内8号煤层，划分为二个采区，开采顺序为一水平一采区二水平一采区二水平二采区。三、 矿井通风方式新鲜风流:地面副斜井(主斜井)副斜井+870甩车场 (主斜井通风行人巷)一采区轨道大巷(一采区运输大巷)工作面运输顺槽回采工作面。污浊风流:回采工作面工作面回风顺槽一采区回风大巷回风立井地面。四、 矿井提升及运输1、运输系统原煤：回采工作面SGZ764/2132型刮板输送机(前、后各一部)运输顺槽SZZ-764/160型刮板转载机DSJ-100/100/2160型可伸缩胶带输送机一采区运输大巷带式输送机井底煤仓主斜井带式输送机地面筛分楼。掘进煤:顺槽掘进头SSJ800/90带式输送机一采区运输大巷带式输送机井底煤仓主斜井带式输送机地面筛分楼。2、运料系统材料设备副斜井副斜井+870甩车场一采区轨道大巷回采工作面运输顺槽、回风顺槽、掘进头。第二章 采区地质特征第一节 采区范围单水平首开采一水平5号煤层：根据5号煤层赋存情况及矿井生产能力120万t/a，设计确定前采工作面位于一水平一采区东北侧，采用综采放顶煤一次采全高采煤工艺。割煤高度2.4米，放煤高度1.68，采放比1：0.7。首先开采一水平一采区5号煤层，顺序开采5号煤层二采区，矿井延伸开采二水平8号煤层。一水平全井田划分为二个双翼采区，采区东西宽800m，南北长3300m，一组三条东西方向开拓大巷兼采工巷道功能，为运输大巷、轨道大巷、回风大巷。工作面运输顺槽直接与运输大巷连接，工作面回风顺槽直接与回风大巷连接，形成回采工作面运输、通风系统。开采顺序为一水平一采区一水平二采区二水平一采区二水平二采区二水平三采区二水平回采区。第二节 采区储量和生产能力一、矿井工作制度矿井工作制度采用年工作日300d，三班作业，其中两个生产班每班8小时小时，一个检修班也是8小时，一般早班检修。1、在一水平一采区5号煤层布置一个综采放顶煤工作面，工作面长度为180m，采高2.4m，放高1.68m，采放比1：0.7，配二个综掘工作面，矿井采掘比1：2。2、生产能力计算1)采煤工作面采用追机作业的作业方式，在0.6m截深的条件下采煤机割1刀，放一次顶煤，为一个循环，循环进度0.6m，放顶步距0.6m，正常生产时每班2个循环，一天6循环，日进尺3.6m，正规循环率为90%，年进度1069m。2)回采工作面生产能力按下式计算：A3采=330NLSMCd330N1L2S1M1C1d3301802.41.440.660.950.9010-43301701.681.440.660.800.9010-4=68.6+40.5=109.3万t/a式中:A主采生产能力，万t/a；330工作面年工作日，d；N工作面日进6循环；N1日放顶煤数；6；L工作面长度，180m；S每循环进度为0.6m；L2放顶煤长度，170m；S1放顶步距，0.6mM采煤高度，2.4m；M1放顶煤高度，1.68m；煤的容重，1.44t/m3；C工作面回采率，0.95；C1放顶煤回采率，0.80；d正规循环率，0.90。经计算，回采工作面生产能力为109.3万吨/a。3)掘进煤量按回采煤量的10%计算A3掘A3采10%=109.310%=10.9万t/aA3A3采+A3掘109.3+10.9=120.2万t/a满足设计生产能力120万吨/年的要求。 第三节 地面相对位置及邻近采区开采情况表 水平名称5101采 区 名 称一采区地面标高（m）+1025+1150.22井下标高（m）690760地面的相对位置及建筑物山西方山汇丰新星煤业有限公司位于方山县县城西南24km处的峪口镇郝家焉村。行政隶属峪口镇管辖。井田距209国道9公里，方山县至临县的乡村公路从矿区通过，交通运输条件。井田地处晋西黄土高原吕梁山西侧，地形主要以黄土台、峁、梁及黄土冲沟为主，侵蚀切割严重，地形复杂。地势总体东高西低。最高点位于井田东部，海拔1258.1m，最低点位于井田西部,海拔1028.0m，相对高差230.1m，属低中山丘陵区。井下位置及掘进对地面设施的影响该工作面为矿井首采面，西距5101工作面40米的煤柱，为实炭区，东为未掘进的实炭区，北老空和氧化带，南为运输巷。掘进期间对地面设施无影响。邻近采区开采情况该掘进巷道附近有5105掘进工作面。第三章 采煤方法及采区巷道布置第一节 采煤方法的选择5号煤层为本井田的主要可采煤层，平均厚度3.5m，部分钻孔的见煤厚度在5m以上。根据本井田的煤层赋存条件，结合我国目前综采机械装备水平，确定5号煤采用一次采全高综采开采。由于本井田煤层走向变化较大，根据井田开拓，主要以走向长壁开采为主，条件具备时可采用倾斜长壁开采。回采工作面顶板管理采用全部垮落法。第二节 确定采区巷道布置和要素一、矿井达到设计能力时采区数目及位置、回采工作面位置（一）投产采区数目本矿井设计生产能为1.2 Mt/a，据此确定投产盘区数目为一个。（二）投产采区及工作面位置投产采区及工作面位置选择主要遵循以下原则：1、尽可能为双翼采区，有利于工作面接替。2、采区储量丰富，服务时间。3、投产采区尽可能靠近井筒及大巷，有利于减少初期井巷工程量及缩短建井工期。4、勘探程度及储量级别高，开采技术条件好。根据上述原则，结合矿井开拓布置、设计生产能力、采区划分及开采技术条件，设计将投产采区及工作面位置选择在第一采区，布置一个放顶煤综采工作面，走向长壁开采。二、采区巷道布置1、主要采区巷道数目及层位结合矿井开拓部署，主要采区巷道数目及层位的确定原则如下：1) 为了减少岩巷工程量，降低投资，应尽可能多做煤巷少掘岩巷。2) 满足矿井通风要求。本矿属于低瓦斯矿井，对通风要求 ，满足生产需要即可，不设瓦斯抽采专业。3) 满足矿井主、辅运输要求。根据上述原则，确定主要采区巷道原则上沿5号煤层布置，服务巷道有两条，采区胶带输送机巷，铺设1.4m宽胶带输送机，担负采区煤炭运输；采区辅助运输巷，铺设双轨，安设无极绳连续牵引车，担负采区辅助运输；采区回风巷只负采区回风任务。2、工作面顺槽布置本矿井大部分区域煤层倾角平缓，褶曲变化较大，工作面沿走向或倾向布置均可，但井田内走向变化较大，工作面尽可能沿走向布置。工作面顺槽采用沿空掘巷的布置方式，尽可能实现无煤柱开采。工作面顺槽主要布置两条，一条运输顺槽和一条回风顺槽。胶带机顺槽与盘区胶带机巷直接沟通，与采区辅助运输巷通过联络巷沟通；运输顺槽内铺设1.4m宽胶带输送机，还铺设有临时轨道，用来放置移动变电站、喷雾泵站、乳化液泵站、电缆等设备列车。回风顺槽与采区回风巷直接沟通，与采区辅助运输巷通过联络巷沟通；回风顺槽铺设轨道，安设SQ-80/110型无极绳连续牵引车。三、工作面回采方式工作面回采方式有前进式和后退式两种，前进式回采具有初期工程量省、投产快等优点，但在采空区维护顺槽比较困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风量大；后退式回采虽然初期需要掘出长距离的顺槽，但生产过程中顺槽维护量小，随采虽废，漏风量小，安全可靠。故设计采用后退式回采方式，工作面间采用跳采接替。四、采区主要生产系统1、主运输根据主斜井运输方式为带式输送机，运输大巷运输方式也采用带式输送机，为使井下原煤实现连续运输，充分发挥各个主要运输环节的能力，运输大巷带式输送机兼采区运输机，其选型见5号煤主运输大巷胶带机选型计算。2、辅助运输本次设计矿井辅助运输前期采用调度绞车，后期采用无极绳牵引车的辅助运输方式。五、采区运输、通风、排水系统1、运输系统原煤：回采工作面SGZ764/2132型刮板输送机(前、后各一部)运输顺槽SZZ-764/160型刮板转载机DSJ-100/100/2160型可伸缩胶带输送机一采区运输大巷带式输送机井底煤仓主斜井带式输送机地面筛分楼。掘进煤:顺槽掘进头SSJ800/90带式输送机一采区运输大巷带式输送机井底煤仓主斜井带式输送机地面筛分楼。2、运料系统材料设备副斜井副斜井+870甩车场一采区轨道大巷回采工作面运输顺槽、回风顺槽、掘进头。3、通风系统新鲜风流:地面副斜井(主斜井)副斜井+870甩车场 (主斜井通风行人巷)一采区轨道大巷(一采区运输大巷)工作面运输顺槽回采工作面。污浊风流:回采工作面工作面回风顺槽一采区回风大巷回风立井地面。4、排水系统工作面积水自流工作面轨道顺槽一采区轨道大巷采区水仓（水泵）井底水仓、泵房主斜井地面。达到设计能力时采区工作面特征见表5-2-1。达到设计能力时采区工作面特征表表 5-2-1采区名称采煤工作面个数装备煤层平均厚度(m)采高(m)放高(m)长度(m)年推进度(m)年生产能力(万t)51011放顶煤4.082.41.681801069109.3第三节 回采工艺与劳动组织一、主要采煤设备的选型与配置本矿井主采5号煤，全部采用放顶煤综采工艺，工作面采煤机械配备全部采用国产设备。参照现有放顶煤综采工作面的设备情况，结合国内先进的放顶煤综采设备生产及使用情况，按照各环节生产能力相适应、技术要求相配套的原则进行配备。1、液压支架液压支架是综采工作面主要设备之一，也是工作面装备中投资最多的设备，应把液压支架的可靠性放在首位。液压支架的选型既要考虑设备先进，又要考虑性能稳定可靠、经久耐用，还要考虑支架搬运方便。目前国内电液控制的放顶煤液压支架生产厂家为数不多，投入使用的架型其可靠性能差，如果采用引进，投资高，设计不予考虑。本次设计液压支架基于国内比较成熟的放顶煤液压支架。结合本矿井5号煤的顶底板岩性，按倍数岩重法对液压支架支护强度进行计算。计算公式如下：P(68)m式中 P支护强度，t/m2；m机采高度，取2.5m；顶板岩石容重，为2.6t/m3。P(68)m(68)2.52.63952(t/m2)=0.390.52MPa。根据以上计算并考虑一定的富裕量，选用ZFSB4200-17/28型低位放顶煤液压支架。支架基本参数如下：型式：四柱支架掩护式低位放顶煤液压支架；支护高度：1.702.8m；支架宽度：1.43m；支架中心距：1.5m；工作阻力：4200kN；支护强度：0.65MPa；对底板比压：前端值/平均值0.77/1.25MPa；适应采高：2.22.6；质量：14.5t。过渡支架选用ZFG5200/28H低位放顶煤过渡液压支架。2、采煤机1) 采煤机生产能力采煤机的选择应与工作面的生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，采煤机的平均生产能力用下式计算：式中 Q采煤机落煤能力，t/h；A工作面日产量，6000t/d；B采煤机滚筒截深，0.6m；C采煤机割煤回收率，取95%；L工作面的长度，取200m；LS刮板输送机弯曲段长度，15m；Lm采煤机两滚筒中心距，取10m；K采煤机的日开机率，根据经验取35%；H采煤机的切割高度，2.5m；Hf放顶煤的煤层厚度，平均取3.0m；Lf工作面放顶煤长度，取200m；Cf放顶煤的回收率，取75%；煤的容重，1.42t/m3；td采煤机的反向时间，取6.0min。=750(t/h)根据采煤机的平均生产能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下： 式中 Vc采煤机平均割煤速度，m/min，其它参数意义同前。2) 采煤机功率采煤机功率按下列经验公式计算：N(60BHVHw)/3.6式中 N采煤机所需功率，kW； B采煤机的截深，取0.6m； H采煤机切割高度（采高），2.5m； V采煤机的平均切割速度，取4.4m/min； Hw能耗系数，取值范围为3.03.5。N(60BHVHw)/3.6(600.62.54.43.5)/3.6=385(kW)。根据以上计算，所需采煤机功率并不大，但考虑到本矿井15号煤夹矸较多，设计选用MGTY400/930-3.3D型双滚筒大功率采煤机，其主要技术特征如下：电动机总装机功率：930kW，其中切割功率2400kW。电压：3300V；采高：2.23.5m：截深：0.6m；滚筒直径：1.8m；喷雾灭尘方式：内外喷雾；牵引方式：交流变频调速超级链轨式无链牵引；牵引力：300500kN；牵引速度：0915m/min；总质量：52t。3) 刮板输送机刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。工作面前、后部可弯曲刮板输送机均选用SGZ-800/800型。其基本阐述如下：铺设长度：200m；最大输送能力：1500t/h；刮板链速：1.35m/s；装机功率：2400kW；电压：1140V；刮板链型式：中双链；中部槽规格：1503800344；牵引方式：齿轮消轨式；机头卸载高度：900mm；机头过渡槽长：3500mm。4) 顺槽破碎机和转载机顺槽破碎机选用PCM160型破碎机，功率160kW，电压1140V，最大破碎能力1500t/h。顺槽转载机选用SZZ-880/220型刮板转载机，功率2110kW，电压1140V, 最大转载能力1500t/h。5) 顺槽胶带输送机顺槽胶带输送机选用SSJ-1200/4200型可伸缩胶带输送机，功率4200kW，中间驱动，电压1140V，输送能力1200t/h，铺设长度2800m。放顶煤综采工作面主要设备技术特征见表431。表431 放顶煤综采工作面主要设备技术特征一览表顺序设备名称设备型号及规格技术特征1采煤机MGTY400/930-3.3D电机总功率930kW，电压3300V，采高2.23.5m，截深0.6m，牵引方式为无链电牵引，牵引速度0915m/min。2放顶煤液压支架ZFSB420017/28支护高度1.72.8m，工作阻力4200kN，支护强度0.65MPa3过渡放顶煤液压支架ZFG5200/28H支护高度1.72.8m，工作阻力5200kN4架前、后刮板输送机SGZ-800/800功率2400kW，电压1140V，最大输送能力1500t/h5破碎机PCM160功率160kW，电压1140V，最大破碎能力1500t/h6转载机SZZ-880/220功率220kW，电压1140V，最大转载能力1500t/h7可伸缩胶带输送机SSJ-1200/4200 中间驱动，功率4200kW，电压1140V，输送能力1200t/h8乳化液泵站WRB-200/31.5功率132kW，1140V，200L/min，由两泵一箱组成9喷雾泵站PB200/5.5-6.3功率30kW，660V，200L/min，由两泵一箱组成二、回采工艺的确定回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件，运用某种技术装备进行的生产方式，在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。回采工艺选择的原则： 1)尽可能使用机械采煤，达到工作面高产高效。2)劳动安全条件好。3)煤炭损失少，回采率高。4)材料消耗少，成本低。采煤机的工作方式1)滚筒的位置采用双滚筒采煤机，在运行过程中为了司机操作安全，煤尘少，装煤效果好，前滚筒沿顶板割煤，后滚筒沿底板割煤，并有一定的卧底量，以增加采煤机对底板平整性及输送机槽歪斜的适应能力，避免采煤机和输送机因底板鼓起或浮煤垫起而向采空区倾斜。2)采煤机的割煤方式：双向割煤，端头斜切进刀。进刀过程如下：a当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚有一段下部煤，如图a所示。b调整滚筒位置，前滚筒下降，后滚筒上升，并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直，如图b所示。c再调换两个滚筒上下位置，中心返回割煤至输送机机头处，如图b所示。d将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒位置，返程正常割煤，如图c所示：3)移架方式为了及时支护顶板，采用先移架后推溜的及时支护方式，支架移步方式为成组整体依次顺序式。该方式按顺序每次移一组，每组二、三架，一般由大流量电液阀组成控制。适用于顶板稳定的高产综采面。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富余一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风4)支护方式工作面端头采用ZFSB4200-17/28端头液压支架支护。三、工作面劳动组织表及循环作业表1、循环方式的确定循环方式是循环进刀和昼夜循环次数的总和。本工作面煤层厚度为2.4米，设计生产能力为120万吨/年，为了提高综采的设备效率，应该在保证设备的维护和保养的前提下，力求增加生产时间，因此本工作面的工作制度采用“两班生产，一班检修”的作业方式，即“三八制”工作制。工作面劳动组织表及工作面的循环作业表如附图1 、2四、采区及工作面回采率根据煤炭工业矿井设计规范，本井田5号煤盘区回采率为较低，考虑到5号煤采用放顶煤开采，工作面回采率要低一些，参照国内比较选进的指标，取5号煤工作面回采率为85%（1）、工作面采高根据开采5号煤层的经验，机采高度一般控制在2.4以上。本井田5号煤层剩余为放煤高度。（2）、工作面推进度回采工作面推进度应根据所选采煤设备的技术性能、采煤循环作业图表确定。采煤机每班割1刀，完成1个循环，每天则完成3个循环，每个循环进尺0.6m，则日推进度为1.8m，年推进度540米。第四章 采区运输煤流方向：采区工作面的煤通过设于运输顺槽的带式输送到达运输大巷，然后通过带式输送送机到达井底煤仓。 (一)采区运输巷带式输送机(1)设计依据带式输送机运量：Q900t/h；带式输送机水平长度：Lh734m；垂高：H=-120m煤的松散容重：950kg/m3；带宽：B1000mm(2)带式输送机选型计算根据输送带上物料的最大截面积、带速和倾斜系数，经核算带宽B=1000mm、带速v=3.15m/s满足Q=900t/h生产能力的要求。Q=3.6.S.V.K=1068t/h、圆周驱动力的计算托辊运行阻力系数：动力运行时f=0.03；制动运行时f=0.012传动滚筒摩擦系数：0.25；承载托辊直径=108mm，L=380mm回程托辊直径=108mm，L=1150mm采用35槽角承载托辊间距01.2m；回程托辊间距u3.0m；清扫器设置：2个弹簧，2个空段。带速：v3.15m/s；初选带强：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带ST1000，符合MT668-2008物料重量：qG=79.4kg/m每米胶带重量：qB=23.1kg/m上托辊每米长转动部分重量：qR015.75kg/m下托辊每米长转动部分重量：qRu5.36kg/m系数：c=1.14。满载时（最不利工况）：主要阻力：FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos12516N倾斜阻力：Fst=qGgH=-93194N所需传动滚筒所需圆周驱动力：FuFH+Fst=-80678N空载时：主要阻力：FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos16791N倾斜阻力：Fst=qGgH=0N主要特种阻力：Fs1=F+FGL=CoL(qB+qG)gcossin+=2340N附加特种阻力：Fs2=n3Fr+Fn3AP3+BK23500N所需传动滚筒所需圆周驱动力：FuFH+ Fs1+ Fs2+Fst=24982N、电动机计算（重载）轴功率：PAFuV/1000=254kW驱动电机功率：PM1.5PA381kW选用YB2-355S2-4(2002KW，660V)电动机、张力计算A、按垂度条件(重载)承载分支 F承mina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=15062(N)回程分支 F回min(aUqBg)/8(h/a)adm=8489(N)B、按不打滑条件按不打滑条件F2(S2)minFUmax/(e-1)=KaFU/(e-1)最大圆周驱动力：Fumax=1.5FU=121018NF2min=Fumax/(e-1)=25774N(P1：P2=1：1，围包角12=190，第二传动滚筒的力用足)根据以上条件，各点的特性力:S1=127580NS2=46901NS3=17319NS4=17319N、验算打滑、胶带安全系数双传动滚筒驱动围包角S1/S2=2.72e5.24带式输送机安全系数：m=7-9 ，选用钢丝绳芯输送带，ST1000m=7.84满足要求。传动滚筒第一传动滚筒的合力F1174KN，选用传动滚筒直径1000mm，则传动滚筒的扭矩为60.5KN.m制动器计算FL=2（FSt-FH）=211420N作用于传动滚筒上的力矩：M=FLD/2000=105.7KN.m (3)选型结果、输送机： DTL100/90/2002钢丝绳芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=3.15m/s，输送机水平长LH=781m，运量Q=900t/h。驱动方式为头部双滚筒双电机驱动，驱动滚筒为1000mm的胶面滚筒。尾部液压张紧。、输送带：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，ST1000、电动机：YB2-355S2-4电动机（660V，200KW） 2台、减速器：B3SH11i=25 2台、变频软启动 2个、制动器：KZP-1400/158 2个、拉紧装置：ZY-100 1套(4)胶带机电控系统采用PLC控制系统，控制带式输送机的起停；设带式输送机的软制动装置；设带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。根据开拓布置，本矿投产初期辅助运输距离短，设计确定前期采用JD-25型调度绞车牵引矿车完成。JD-25型调度绞车技术特征表型号电机功率（kw）绳速（m/s）钢丝绳最大直径（mm）钢丝绳最大拉力（kw）运输距离（m）坡度（）外型（mm）数量（台）JD-25251.08618.517.644000-101435121711864第五章 采区通风与安全第一节通风系统一、主扇型号主扇风机FBCZNo.2482220KW两台。二、通风方式和通风方法矿井采用中央并列式通风方式，风机为抽出式通风方法。采煤工作面采用U形独立通风，掘进工作面利用局部扇风机压入通风。采区变电所独立通风。该矿通风方式为中央并列式，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。三、风井数目、位置、服务范围井田中部矿井工业场地内布置有主斜井、副斜井、回风立井三个井筒，服务于矿井一采区开采。主斜井、副斜井铺设有台阶、扶手，回风立井装备梯子间，三个井筒均作为矿井的安全出口。第二节矿井风量本矿井进出风井井口标高差小于150m，井深小于400m，故不计算自然风压。一、矿井总风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算，每人供风量不得少于4m3。Q总=4NK式中：Q总矿井总风量，m3/min；N井下同时工作的最多人数，取95人；K矿井通风系数，取1.25。Q总=4951.25=475m3/min。2、按用风地点实际需要风量的总和计算Q总=（Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它）K式中：Q采 采煤工作面实际需要风量总和，m3/min；Q备 备用工作面实际需要风量总和，m3/min；Q掘 掘进工作面实际需要风量总和，m3/min；Q硐 硐室实际需要风量总和，m3/min；Q其它其它井巷实际需要风量总和，m3/min；K 矿井通风系数，取1.25。二、采煤工作面所需风量按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算（依据山西省煤炭工业局晋煤安发（2009）88号文新星煤业矿井最大相对涌出量）CH4：1.76m3/t，CO2：0.88m3/t。Q=100qK式中:Q采煤工作面实际需要风量，m3/min q采煤工作面瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量瓦斯为瓦斯：m3/min；二氧化碳m3/min。3312回采工作面日产量，t。K采煤工作面的瓦斯涌出不均衡系数，1.2-1.6，机采取1.5。Q瓦=1004.051.5=607m3/min。QCO2=（1001.5）2.021.5=202m3/min按气象条件Q采=Q基本K采高K采面长K温式中：Q采 回采工作面实际需要风量，m3/min； Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本=60工作面控顶距工作面实际采高70%适宜风速(不小于1.0m/s)Q基=604.654.0870%1.0=796.8m3/min；K采高回采工作面采高调整系数，放顶煤为1.5；K采面长回采工作面长度调整系数，1.2(工作面长180m)；K温回采工作面温度调整系数，1.0(温度20-23，风速1-1.5m/s)则：Q采=Q基本K采高K采面长K温=796.81.51.21.0=1434.2m3/min按工作面适宜风速计算Q=60VS式中：Q采煤工作面所需风量，m3/min;V采煤工作面平均风速，取1.2m/s;S工作面平均有效断面积,m2，为2.44.65=11.2m2。Q=601.211.2=806.4m3/min。按人数计算Q=4N式中:4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量;N采煤工作面同时工作的最多人数，20人。Q=420=80m3/min。按风速进行验算a、验算最小风量：Qcf600.25ScbScb=lcbhcf70%600.25(5.42.40.7)=136.1m3/min1434.2m3/min满足要求。式中：Scb采煤工作面最大控顶有效面积，m2；lcb采煤工作面最大控顶距，5.4m；hcf采煤工作面实际采高，2.4m；SCS采煤工作面最小控顶有效面积，m2；lCS采煤工作面最小控顶距，4.8m；0.25采煤工作面允许的最小风速，m/s；70%有效断面系数；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。(2)掘进工作面所需风量5102进风巷、5102回风巷按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算（依据山西省煤炭工业局晋煤安发（2009）88号文新星煤业矿井最大相对涌出量）CH4：1.76m3/t CO2：0.88m3/tQ=100qk式中：Q掘进工作面实际需要风量，m3/min；q掘进工作面瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量，瓦斯： 0.40m3/min；二氧化碳：0.2m3/min；掘进工作面日产量为331吨；K掘进工作面的瓦斯（二氧化碳）涌出不均衡系数，取1.8；QCH4=1000.401.8=72.0m3/min； QCO2=（1001.5）0.21.8=24 m3/min；按人数计算 Q=4N式中：4以人数为单位的供风标准，即每人每分钟供给4m3风量； N掘进工作面同时工作的最多人数16人。Q=416=64m3/min；按局部扇风机的实际吸风量计算煤巷掘进：Q掘=Q扇I+600.25S式中:Q掘掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；FBD5.6/15kw2型局部通风吸风量280-430m3/min，取430m3/min，全压600-4000Pa；S巷道断面，平均断面为10.5m2；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。5号煤层为厚煤层，掘进为煤巷掘进。则:Q=4301+600.2510.5587.5m3/min 按风速验算按煤矿安全规程规定煤巷、岩巷掘进工作面风量应满足:煤巷掘进：600.25SjQ604.00Sj式中:Sj掘进工作面的断面积5号煤层为厚煤层，掘进为煤巷掘进。则: 600.25S =1510.5=157.5m3/min604.00S =24010.5=2520m3/min157.5587.52520符合规程要求根据上述计算，取其最大值 则：Q掘=587.5m3/min共布置2个掘进工作面，5102进风巷、5102回风巷。掘进工作面按2个计算，故Q掘=587.52=1175。m3/min(4)硐室所需风量计算：（独通风硐室为采区变电所、一采轨道车房、一采移变、一采泵站、污水处理站、采区水泵房）硐室需风量300m3/min*6=1800 m3/min（5）其它巷道需要风量按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算按山西省煤炭工业局晋煤安发（2009）88号文取瓦斯相对涌出量的最大值的10%为0.44m3/min，为Q它100qK1000.441.879.2m3/min。按实际用风地点计算取Q它160m3/min。总需风量：Q=(Q采+2Q掘+ Q硐+ Q它)KC=(1434+1175+1800+160)1.25=45691.25=5711.25m3/min矿井总进风量取5712 m3/min三、 风量分配回采工作面配风1434 m3/min；（5101首采面）每个掘进面配风587.5 m3/min，2个为1175 m3/min；（5102进风巷、5102回风巷）采区变电所配风300 m3/min；一采移变配风300 m3/min ；一采泵站配风300 m3/min一采车房配风300 m3/min污水处理站配风300m3/min 采区水泵房配风300 m3/min其它巷道配风160 m3/min矿井总进风5710 m3/min，回风立井回风5800。第六章 灾害预防与避灾路线第一节 灾害预防措施一、 发生顶板事故后应急措施1.首先撤离至安全地点，立即汇报矿调度室，以便尽快调集人员进行抢救工作。2.抢救遇险人员时，应直接与遇险人员联络（呼叫、敲打等），来确定遇险人员所在的位置和人数。3.如果遇险人员所在地点通风不好，必须设法加强通风。若因冒顶遇险人员被堵在里面，应利用压风管、水管等对被埋压堵截的人员输送新鲜空气、饮料和食品。4.处理事故过程中，必须时刻注意救护人员的安全，首先坚持由外向内的原则，加强支护强度，防止出现二次冒顶，并有准备地做好安全退路。5根据冒顶事故的范围大小、地压情况等，采取不同的抢救方法，有条件时可开掘通向遇险人员的专用通道。6.遇有大块矸石威胁遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动岩块，但必须防止破坏冒落岩石的堆积状态。二、发生瓦斯、煤尘爆炸事故后应急措施1.首先撤离至安全地点，立即汇报矿调度室，以便尽快调集人员进行抢救工作，受威胁区域人员必须立即戴好自救器。2. 迅速撤退灾区和受威胁区域人员，抢救遇险人员，组织矿山救护队探明爆炸地点范围和气体成分，发现火源立即灭火，并切断灾区及周围区域电源，防止二次爆炸。3.在证实确无二次爆炸可能时，迅速恢复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾和有害气体。4.工作面工作人员按照避灾路线迅速撤到安全地点。三 、发生水灾事故后应急措施 1.工作面发生水灾事故后，现场人员必须立即汇报调度室。2.水势不大时，应组织人员用排水设备排水。3.排水能力不足时，要及时增加排水设备。加强排水管路检查，防止管路破裂时水倒流。4.若水势较大，要及时切断工作面动力电源，并积极排水，尽最大努力减少损失。5.若水势很大，可能封堵通风巷道或行人通道时，必须立即将所有受水威胁的人员沿避灾路线撤至安全地点直至上井。6.加强通风，防止瓦斯和其他有害气体的积聚和发生熏人事故.四、发生火灾事故后应急措施1.任何人发现火灾时，首先撤离至安全地点，立即汇报矿调度室，并切断火区电源。2.初期外因火灾火势较小、容易控制时，应创造接近火源直接灭火的条件，设法直接灭火。采用水灭火时，水量要充足，水由边缘逐渐向火源中心靠近，要防止水蒸汽伤人和水煤气爆炸。3.如果火灾规模较大，现场人员不能直接扑灭时，必须积极组织受威胁区域人员尽快沿避灾路线撤离火区。受威胁区域人员必须立即戴好自救器。4.火焰点以里有遇险人员待救时间，在灭火的同时，可打开压气管阀门加大压气量或将水管改送压气，以延长遇险人员待救时间，降低瓦斯浓度。5.灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其它有害气体和风向、风量变化情况，避免引起其它事故发生。6.井下作业人员必须熟悉灭火器材的使用方法，熟悉施工区域内消防器材存放地点。第二节避灾路线1、若工作面发生瓦斯、煤尘爆炸或火灾时，所有工作人员必须迅速佩戴自救器，迎着新鲜风流(进风侧)，按以下路线撤出：工作面轨道联巷轨道大巷副井底车场副井地面。2、若工作面发生水灾，所有人员按以下路线撤离：工作面轨道联巷轨道大巷副井底车场副井地面。第七章 安全技术措施与职业危害防治第一节 施工准备一施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准的有关作业规程。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。学习、考试成绩分别登记在学习考试记录表上，以后一月一传达、一签字。二施工前，地测中心必须提前标定好中线，严格按中线施工。三施工前，完善通风、防尘、安全监测、皮带保护等安全设施，形成压风、供水、排水、供电系统，准备齐全机电配件。第二节 顶板管理一、一般规定1.严格执行敲帮问顶、顺序施工、临时支护、使用护网等顶板管理制度。2靠近掘进工作面10m内的支护，在截割前必须检查。3掘进中，施工人员必须在接班后、切割前后、临时支护前、锚网前以及在锚网过程中要及时敲帮问顶，特别是在打眼、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。4.找顶工作必须遵守下列规定：（1）迎头配备专用穿枪和手镐。（2）班组长是敲帮问顶的直接实施者，敲帮问顶工作由两人负责，其中一人操作，另一人负责监护，敲帮问顶期间严禁其他人员进入作业区。（3）迎头所有作业人员要面对迎头或两帮，防止片帮伤人。（4）敲帮问顶时不仅要找掉活矸危岩（煤），还要认真倾听岩（煤）回音，如果发出“咚咚”响声，必须对此地点用手镐或风镐重点进行找顶（帮）工作，直至无此回音。（5）敲帮问顶时要准确判定岩（煤）裂隙、层理走向和稳定性，确定是否采取加固措施。（6）掘进迎头不得留有伞檐，锚网前必须留足浮煤（矸）并整平底板，作业高度不大于2.7m。（7）过断层期间，每次切割之前，帮部永久支护必须支护至迎头。5.掘进工作面过断层、破碎带、淋水区、应力异常区、巷道变形等特殊地点时，立即采取一次割锚一排，缩小锚杆排距（600700mm），补打锚索，两帮支护必须紧跟迎头等加强支护措施，并及时向区队值班人员、技术业务部门等汇报。6.为保证截割断面的成型，防止截割撕裂金属网，锚网支护时，安装完锚杆后永久支护距迎头需留出100300mm的距离。迎头切割过程中,应控制好端头距不超过规定值，当永久支护到迎头的最小端头距（即永久支护完成后到迎头的距离）为0.3m0.5m时，必须串前探梁至迎头,端头距大于0.5m小于一排锚杆排距且顶板破碎时，必须施工超前锚杆，超前锚杆与顶板夹角不得小于30，每排不少于3根。7.当迎头遇地质条件变化，如断层破碎带、松软易冒、煤岩片帮、顶压大或淋水较大等条件时，缩小锚杆锚索排距、使用U型钢带，当锚杆锚索支护难以保证支护安全时，要及时改为架棚支护，另行编制专项安全技术措施。8.每次切割后，迎头工作人员由外向里检查顶板、锚杆等情况，上网子、使用前探梁时，必须在有效支护掩护下进行，采用长木杆或钢筋梯托网子，人站在已支护的范围内操作，严禁空顶作业。9.掘进工作面后路支护必须完好，畅通无阻，卫生清洁，发现支护变形、冒落、顶板下沉、底鼓等安全隐患时，必须停止其他工作处理安全隐患，情况紧急时撤出所有人员，由外向内按“顶-肩-帮-底”的顺序进行处理，否则不得进入迎头工作。10.当班发现存在或造成的安全隐患，当班要处理完毕，如当班处理不完，班长、跟班区长要及时汇报工区值班人员，安排下班处理，且当班班长要在现场把隐患交接清楚。接班后要首先组织处理隐患，确认安全后方可进行工作。11.井下所有支护材料必须是经过检验合格的材料，严禁使用没有产品合格证或经过检验不合格以及失效变质的支护材料。12.施工中必须严格按规定进行锚杆锚固力、预紧力、锚索预紧力测试，达不到标准的，立即补打同规格的锚杆、锚索，锚索外露长度必须用漆或粉笔标注在锚索托盘上。13.前探梁吊环每移动一次，都要检查它的结构牢固情况，有无裂纹、开焊、损坏、满丝等，发现问题要及时更换。14.临时支护作业过程中每安装完一根前探梁后，必须把探梁上的防滑链挂在顶板菱形网上，防止前探梁下滑伤人。15.如巷道断面一侧超过400mm或超高大于500mm时，必须采取补打锚杆（锚索）或采用支撑式支护等措施加强支护。16.巷道料场内备用21.67700mm和21.69200mm的锚索共30根，打锚索时注意探明顶板岩性及其厚度、锚索锚入稳定岩层的长度，锚索锚入稳定岩层的长度1.0m时，立即更换更长的锚索（最长至9.2m），确保锚索锚入稳定岩层的长度1.0m。17.迎头200m内及料场内各备用5架备用棚（棚梁长3800mm，棚腿长2800mm，采用12#矿用工字钢）及其相应的附件。18.两帮完整坚硬时，永久支护完，截割后，两帮支护可滞后顶部一排；当两帮裂隙发育，破碎易片帮时必须锚网到迎头。19.巷道同时符合下列条件时，可采用一次截割两排临时支护、锚网永久支护一次的施工方式，否则，每次切割一排临时支护、锚网永久支护一次：（1）迎头后10m范围内无断层等地质构造；（2）迎头后5m范围内巷道超宽数值不能超过设计值（500mm）；（3）必须是在正常施工段，凡需巷道设计加宽、交岔点、硐室等，必须提前15m恢复掘一排锚网一排的施工工艺，并严格执行各专项措施；（4）迎头10m范围内无淋水等出水迹象；（5）迎头施工中，顶帮围岩完整稳定，无冲击危险，无明显层理、裂隙，顶板无煤或泥页岩夹层，帮部煤体不松软破除，截割时能留出明显的截割痕迹，截面无碎屑等。20.临时支护后挂防护网前，再次进行敲帮问顶并确保前探梁临时支护完好有力，确认顶板无冒落危险后，才可进行挂护网固定护网，且人员必须在有效支护范围内作业。21.迎头有异响、压力大有煤爆时，必须停止迎头的作业，待顶、帮稳定后再进行作业。22.顶、帮、迎头特别破碎，容易冒顶片帮时，人员严禁进入锚网已支护区以外作业，必须使用长柄工具托网挂网，护网底角固定在锚网支护区下方，锚网支护人员尽量离开迎头和两帮。 23.当采用梯子摘护网时，必须一人扶梯、一人操作，所有人员必须面向迎头，另设一人在永久支护完好地点监护，看好退路。24.支护过程中，人员必须面向迎头，随时观察围岩变化，有问题时及时闪躲。25.支护过程中，必须对迎头及两帮经常敲帮问顶，并随时观察护网的固定情况，失效时及时重新固定。26.防护网使用期限为1个月，破损或超过使用期限必须更换新防护网。工区管理人员、班组长、验收员经常检查护网完好情况，发现严重损坏、腐朽老化，及时更换。二、锚网支护1迎头必须备用一套完好的锚索施工机具。施工区队要加强对施工人员的业务培训，保证人人会操作和使用，当施工地点遇断层、裂隙等特殊区域时要及时打锚索加强支护。2施工区队要严格坚持日常的现场交接验收制度，发现质量达不到要求的要重新进行施工。憰吀(2愀搨耀刅 吀一洀L需縀戀帀缀5嘄瀤0怦怀冀$MQP搢 所d00儀耀刀攀一刃/伀欀猀一80咀崀愀倒怈兂甈甈先(耀怀摰ME愀 $夀唀摦儀DE怇全用慄攰摘儀B各吠$吀傀f 耀袉戀舀,舀娜耀耀怀耂阀頀退頀$鐈帀伀最夀合b伀最夀頀l瘡甀咀攢愀璠善。呀攪琄嘂嘨H言唀吀退怆R裈$愀各$F崀儠璄璌惀甀攈净甌倠攆甈爂戀倄倐瘒成瘀倂截4吀昂所瘄嘠昪倀噠噀戀瘀抂吀億嘠圀成眈唶焀员儀瘄戀耀唡橢丰乔裆昈和愀郄昪噆胬自衄逫亲一胠耒伀荀脈鄂H怀H倀倀帀( 倀H卂伀 倄搀瘀搂嘄 瘈劆戀嘀吀昒怀戢。1堀頀圀鐀倀T 葀戡搄邀恠8F傀瀠1怀抢儂攊噆敔儘坄恠枀倀退冀偠d儀愀$ &倀$Q怐踈$崀怀#掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。4爱护监测系统，及时前移迎头瓦斯传感器。5定期检查掘进巷道内的电气设备及回风区内电气防爆情况，杜绝失爆及机械摩擦起火现象的发生。6对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。三、防尘管理1综掘机切割期间，必须正常使用综掘机外喷雾、巷道内煤流各转载点喷雾洒水装置、全断面水幕、防尘帘等。2迎头进行出煤、割煤、打眼期间，除尘风机必须正常运转。3每班设专责防尘员负责冲尘，迎头30m内每班至少洒水冲尘一次，迎头30m外每周至少冲尘一次，杜绝粉尘积聚现象，并填写冲尘记录。4防尘管路必须接至迎头，及时前移水幕，确保距迎头的距离不大于50m，并保持喷头、阀门完好。5供水管每4050m设13mm固定手柄球阀，配备长25m、13mm的胶管；距迎头300m范围内安设水压表，综掘机进水管路采用25mm高压胶管。6掘进巷道开门点附近进水管路中安装可反冲洗的水质过滤器，过滤网不低于120目。每月反冲洗一次。7综掘机进水管路前端安设不低于120目可反冲洗的水质过滤器，每周反冲洗一次。8.采取湿式打眼，生产期间工作人员配戴新型防尘口罩，加强自身防护。9.工作面设置防尘设施管理牌板，标明工作面防尘设施种类、数量等内容。四、防火管理1下井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，不得私自拆修矿灯。2根据巷道供电负荷和最大供电距离，合理选择电源电缆和负荷电缆的型号规格，严禁设备失爆。3开关必须上架并安设稳定，以防歪倒意外送电，造成设备长期空运转过热起火。4电气设备、缆线着火时，先切断电源再用沙子、灭火器灭火。皮带机头及油脂存放处要有沙箱（沙量0.2m3）、干粉灭火器（每处2台）、消防锨等消防设施，且有消防供水管路，皮带有超温自动洒水装置，所有施工人员都必须熟悉灭火器材的使用方法。5因机械摩擦生热、油脂、纱布或其它引发火灾，可利用身边物件、沙子，灭火器直接灭火。6用于擦机电设备的棉纱及其它用品必须放于专用的带盖的铁桶内。7皮带机必须安设超温洒水装置，并安装水源确保正常使用。8掘进巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。凡发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记入专用记录本备查。9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。五、安全监测管理1掘进工作面施工期间，必须安设安全监测监控系统，断电范围为：巷道回风流内全部非本质安全型电气设备。2与安全监测监控系统关联的电气设备、电源线及控制线在拆除或改线时，必须报矿调度室，制定安全措施后方可进行。3由于甲烷传感器在电缆损坏、甲烷传感器损坏时，都执行断电功能，因此必须管好分站到甲烷传感器之间的电缆，保护好甲烷传感器，防止打坏、砸坏传感器。4严禁擅自停用安全监测监控系统，若出现第3条情况，必须立即停止施工，切断电源，撤出人员，汇报调度室。待通防及安全检测专业人员处理完善后，方可恢复施工。第四节 防治水管理1.严格按作业规程规定施工水沟，确保巷道排水沟畅通，在全断面喷雾、转载点喷雾等地点及时施工截水沟，确保巷道内无积水。2.当巷道涌水出现无法控制且威胁人身安全时，必须通知受威胁地点人员，并汇报调度室，按照避灾路线撤人。3.围岩水的处理：顶板淋水要用旧风筒、塑料雨棚搭棚或用漏斗、管子将水引到水沟内，顶帮涌水较大影响打注锚杆、锚索时，要打放水孔放水，注不到位或拉力达不到规定的锚杆、锚索要重新补打。4严格执行新星煤业水害防治技术管理制度，出现异常情况及时通知地测中心。 第五节 电气设备管理一、一般安全事项1.井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆。检修或搬迁前，必须切断上一级电源，检查瓦斯，当其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的合格验电笔验电；检验三相无电后，方可进行导体对地放电，放电完后挂接地线。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，严禁送电”字样的警示牌，只有执行该项工作的人员才有权取下此牌送电。2.操作井下电气设备应遵守下列规定：（1）非专职人员不得擅自操作电气设备。（2）手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。（3）操作人员操作主回路时，戴绝缘手套，穿绝缘靴或站在绝缘台上。3.容易碰到的机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。设备转动部位应设置醒目的“转动部位，请勿靠近”警示牌。4.电气设备不应超过额定值运行，防爆电气设备入井前，应检查其“产品合格证”、 “煤矿矿用产品安全标志”、“防爆合格证”及安全性能；检查合格并签发合格证后，方准入井。5.掘进工作面配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、胶轮车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。6.井下电缆的选用应遵守下列规定：（1）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应。（2）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。（3）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。7.敷设电缆应遵守下列规定：（1）电缆吊挂必须用电缆钩。（2）巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在不受巷道内运行车辆撞击，在电缆坠落时不落在输送机上。（3）电缆钩的悬挂间距2.0m，间距误差100mm。8.电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。9.电缆的连接应符合下列要求：（1）电缆与电气设备的连接，其芯线必须使用齿形压线板（卡爪）或线鼻子与电气设备进行连接。（2）不同型号电缆之间严禁直接连接必须经过符合要求的接线盒、连接器或母线盒进行连接。（3）同型橡套电缆之间的连接必须修补连接（包括绝缘、护套以损坏的橡套电缆的修补）必须采用阻燃材料进行硫化热补或与热补有同等效能的冷补。在地面修补的橡套电缆必须经浸水耐压试验，合格后方可下井使用。在井下冷补的电缆必须定期升井试验。（4）三台以上的电气设备必须设置局部接地极，可设置在巷道水沟内或其它就近的潮湿处。设置在水沟内的局部接地极应用面积不小于0.6m2、厚度不小于3mm的钢板或具有同等有效面积的钢管制成，并平放与水沟深处。设置在其它地点的局部接地极，可用直径不小于35mm、长度不小于1.5m的钢管制成，管上应至少钻有20个直径不小于5mm的透孔，并垂直全部埋入底板。10.井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。11.井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各种过流保护要按规定进行电气试验，下井前必须进行电气试验。12.严禁甩掉停用井下各种电气保护。13.电气设备金属外壳和铠装电缆接线盒的外接地螺栓应齐全、完好，不得锈蚀。14.机械部分的主要连接部件或受冲击载荷容易松动部位的螺母应使用防松螺母（备帽）或其它防松装置。电气部分紧固用的螺栓、螺母应有防松装置，弹簧垫圈应紧靠螺母安设。15.同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。16.螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母13个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。17.电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：（1）外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm，同时凹凸深度超过5mm。（2）使用未经部指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）。（3）防爆壳内外有锈皮脱落。（4）闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。（5）隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂或使用一般玻璃。（6）防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。（7）改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。（8）隔爆结合面的间隙超过规定值，其机械损伤超过允许值。（9）弹簧垫圈断裂或失去弹性。（10）隔爆结合面有锈蚀及油漆。18.电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。19.迎头电气设备要加强管理和维修，备用的电缆要盘好放于干燥处，并用旧风筒布盖好。20.电气设备必须使用综合保护开关，风电闭锁等安全保护装置，自动停电时，待查明原因，确认无误后，再人工送电。21.各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮。22.各机械设备必须定期按时进行注油检查维修，以保证设备良好运行。23.电气设备与胶带之间的安全间隙不得小于0.6m。24.井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置配电。25.井下所有机电设备必须标有“MA”标志，设备标志牌、完好牌、防爆合格证必须齐全。26.设备检修作业停送电管理规定：（1）设备检修作业联系停、送电应由专人负责，其他任何人不得参与。严禁采取电话通知、约时、捎信或其他不安全的方式联系停、送电。（2）由检修人员自行执行的设备检修停送电操作，应实行双牌制。即设备停电后，应挂“禁止合闸，有人工作”和“检修”标示牌。（3）设备检修，必须切断设备电源，开关可靠闭锁，电工挂“禁止合闸，有人工作！”标示牌，检修工作负责人挂“检修牌”。如设备本身带有电气隔离开关，拉开隔离开关即可视为切断设备电源。未及之处严格执行新星煤业关于印发设备检修作业停送电实施细则（暂行）规定的通知”的有关规定。二、胶带机、掘进机使用与检修安全注意事项所有胶带机、掘进机司机与检修该设备的人员，必须经过专业培训，操作时必须持证上岗，严格按本规程的规定要求和安全技术操作规程操作，严禁无证操作。（一）胶带机的操作除严格按胶带运输机操作规程执行外，还必须遵守如下规定：1固定皮带机头、皮带机尾必须分别用2根201800mm螺纹钢锚杆全长锚固。2接皮带、处理皮带必须在皮带架下操作，并停掉皮带机电源，不许在皮带架上作业，接皮带、处理皮带扣前，必须用1T葫芦链子或2钢丝绳一端生根在巷道帮部锚杆上，另一端固定皮带接头后方可从皮带扣处割断皮带，防止皮带下滑伤人。3处理储带仓故障时，必须停止皮带机上级电源，严格执行“谁停电、谁挂牌、谁摘牌送电”制度；处理皮带机沿途故障时，必须拉下皮带机急停装置（拉急停前，必须试验急停的完好情况），严格执行“谁拉急停、谁挂牌、谁摘牌恢复急停”制度，故障处理完毕后，及时恢复急停；处理皮带机机尾故障时，必须拉下皮带机急停装置（拉急停前，必须试验急停的完好情况），电话通知皮带机司机故障情况并停止皮带机电源，严格执行“谁拉急停（停电）谁挂牌、谁挂牌谁摘牌恢复急停（送电）”制度，待故障处理完毕后，恢复皮带机急停并电话通知皮带机司机皮带可以运行。4清理皮带机头、皮带机尾架下的浮煤淤泥时必须停机进行，严禁运行期间清理。5在皮带机上工作时，必须停止皮带机电源，拉下皮带机急停装置，严格执行“谁拉急停（停电）谁挂牌、谁挂牌谁恢复急停（送电）”制度。6跨越皮带（无过桥处）时，必须停机拉下皮带急停装置。三、掘进机操作掘进机的操作除严格按掘进机操作规程执行外，还应严格执行如下事项：1.掘进机截割过程中，应安排两人共同进行，一人为掘进机司机，对掘进机进行操作作业；另一人为监护人员，负责对掘进过程中的机身周围安全、截割质量的观察、检查、维护电缆等工作。 2.掘进机起动前，监护人员要坐在掘进机上与司机相对平行的位置，同时要坐稳，同时随时注意顶板突出物，以防刮伤。在掘进机运转过程中，监护人员不得随意站立、上下掘进机。监护人员坐在掘进机上时，要确保与顶板之间有足够的安全间隙，头部到锚索露头安全间隙不得小于300mm。3.开机前严格按煤矿工人技术操作规程中“掘进机司机”操作规程要求做好各项检查工作，同时清理干净掘进机上浮煤、杂物，确认无问题后，方可起动。4.掘进机起动前，必须提前发出警报，只有在掘进机铲板前方3m、截割臂与机身两侧、二运回转部向后3m的范围内无人时，方可起动掘进机。起动二运前，所有人员必须离开二运桥架不小于1m范围。5.掘进机各种电气设备控制开关的操用手柄、按钮、指示仪表等要妥善保护，防止损坏丢失。6.在掘进机截割运转过程中，以及进、退、调、转等作业时，掘进机铲板前方、截割臂与机身两侧、二运回转部向后3m的范围内不得有人。7.掘进机作业时，使用外喷雾装置，外喷雾装置的使用水压不得小于2MPa，并必须使用除尘风机。8.切割头变速时，应首先切断截割电源，当其转速几乎为零时方可操作变速器手柄进行变速，严禁在高速运转时变速。9.掘进机非操作侧，必须装有能紧急停止运转的按钮。掘进机必须装有前照明灯和后尾灯，并正常使用。掘进机所有安全闭锁和电气、液压保护装置必须齐全有效，灵敏可靠，否则必须检修处理，严禁擅自改动或甩掉不用。10.司机操作时精神要集中，开机要平稳，看好方向线，并听从工作人员指挥。前进时将铲板落下，后退时将铲板抬起。发现有冒顶预兆或危及人员安全时，应立即停车，切断电源。11.掘进机在截割过程中的注意事项：（1）岩石硬度大于掘进机切割能力时，应停止使用掘进机，并采取其它措施。（2）根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度，避免发生截割电机过载和压刮在所难免输送机等现象，切割时应放下铲板。如果落煤量大而造成过载时，司机必须立即停车，将掘进机退出进行处理。严禁点动开车处理，以免烧毁电动机或损坏液压马达。（3）切割头必须在旋转状况下，才能截割煤岩。切割头不许带负荷起动，推进速度不宜太大，禁止超负荷运转。（4）切割头在最低工作位置时，禁止将铲板抬起。截割部与铲板间距不得小于300mm，严禁切割头与铲板相碰。截割煤岩时应防止截齿触网。（5）司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤（岩），扫底时应压茬，以免出现硬坎，防止履带前进时越垫越高。（6）当油缸行至终止时，立即放开手柄，避免溢流阀长时溢流，造成系统发热。（7）掘进机向前掏槽时，不准使截割臂处于左、右极限位置。（8）装载机、转载机及后配套运输设备不准超负荷运转。注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况，压力表的指示出现问题时应立即停机检查。（9）风量不足、除尘设施不齐全不准开机作业。截割电机长期工作后，不要立即停冷却水，应等电机冷却数分钟后再关闭水路。（10）发现危急情况，必须用紧急停止开关切断电源，待查时事故原因、排除故障后方可继续开机。煤岩块度超过机器龙门的宽度和高度时，必须先行破碎后方可装运。12.掘进机的移动跟机电缆，每班必须有专人维护，避免挤电缆。13.掘进机运转出煤矸时，要有专人看护二运机尾。看护人员要随时观察二运运转及后支撑移动情况，出现问题要及时拉下二运急停并通知掘进机司机停机。14.在掘进机铲板前方及截割臂附近处理大块煤、矸石时，必须断开掘进机电气控制回路开关，停止截割头运行并将其放于处理点另一侧底板上将其闭锁，处理人员在“敲帮问顶”检查支护的完好性后并在监护人员的监护下操作。严禁在截割臂下处理大块矸石。15.掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电器控制开关，专用工具必须由专职司机保管，严禁采用非专用工具代替专用工具进行开关控制与操作。16.掘进机停止工作、检修及交班时，必须将掘进机切割头落地，并断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。17.任何情况下，当掘进机司机需离开司机席时，必须将操作箱上各按钮打到停止位置，并必须将急停按钮锁死，后方可离开，并随身保管好开机专用工具，以防他人误操作。18.掘进机切割完毕、使用好临时支护后，将掘进机倒至胶带机尾，并使截割头离开迎头不小于5m，将炮头下落至底板，将各急停按钮（操作箱急停按钮、油箱前急停按钮和操作台下闭锁按钮）置于闭锁位置。吊挂好电缆和水管并将掘进机机身浮煤、杂物清理干净。四、利用综掘机进行支护作业1.利用综掘机进行安装前探梁、上网及施工锚杆等作业，综掘机在起动和行走时严格执行上述综掘机操作中的相关规定。2.司机截割完成后，首先切断综掘机电气控制回路开关，切断供电电源，各开关把手恢复到零位。然后由班组长及有经验老工人两人共同进行敲帮问顶，确定安全后其他施工人员方可进行工作。3.人员只允许在机身上站立，严禁站到截割臂、截割头上作业。在机身上作业时，必须集中精力站稳、抓牢固定物，以防滑落摔伤。4.施工过程中，司机不能离开操作台。所有人员不能进入空顶的地方。5.人员在机身上工作时，炮头必须具备液压自锁功能，否则禁止使用。6.人员在机身工作时，严禁操作综掘机。当综掘机需要左右移动截割臂时，综掘机本体上方只允许留有三个人，并在机身上坐稳，其他所有人员必须全部撤到二运回转部后方3m外。7.安装、回撤每根前探梁时，不少于三人，并配合好，协调一致，并保证前探梁正下方无人。五、综掘机检修与迎头平行作业1.综掘机检修与迎头平行作业时，首先必须把综掘机后退，使炮头到迎头最小距离不小于8m。2.迎头作业人员必须在迎头后5m范围内作业，不得超过此范围。作业时，在迎头后5m处拉一道铁丝做为警戒线，迎头作业人员不得超过此警戒线。当确需超过警戒范围时，综掘机必须停电闭锁，不得启动。3.检修期间，如需送电试机时，班组长必须现场安排人员进行站岗警戒。所有与检修无关人员不得进出。当确需进入时，如运送支护材料、设备等，必须通知检修人员停止检修，综掘机处于停电闭锁状态的情况下，方可进入。第六节 运输管理一、皮带机运行1皮带机司机必须持证上岗，按章操作。2皮带的六大保护（跑偏、温度、烟雾、堆煤、速度、超温洒水）必须齐全可靠，紧停每100m设置一组。3皮带机空载启动时，待带速正常后方可载荷。4尽量避免重载启动,运转中无异常现象,不准随便停机。5订皮带扣必须在巷道底板上进行，严禁在皮带架子或储带仓上作业。6要精心操作，倾听运转声音，发现异常应立即停机检查，并向工区值班领导汇报。7要经常检查洒水、喷雾装置是否正常，确保机道煤尘98%控制在消尘区内。8当设备出现故障时，或收到紧急停机信号，应立即停机，待查明原因处理完后方可重新开机。9人员跨越皮带必须走行人过桥，无过桥处拉下急停跨越皮带，皮带机过桥处必须安装皮带急停装置。10皮带机头架段、机尾必须设置防护罩，皮带运行期间严禁任何人员在皮带机尾段清理和检修，确须清理和检修时必须停止皮带的运行并停电闭锁。11处理储带仓内部任何部位或清理储带仓内淤泥、杂物时，皮带必须停电闭锁。 12调整皮带机头或机尾段跑偏时必须停电闭锁，严禁运行期间调整，严禁使用钎子、锚杆、木板等摩擦调整方式。13皮带急停必须保持灵敏可靠。二、用皮带运输物料规定1严禁用皮带运输的物料 （1）严禁用皮带运送炸药、雷管等爆破材料。 （2）严禁用皮带运输单件200kg以上物料。 （3）严禁用皮带运输超出皮带宽度的物料。 （4）严禁用底皮带运输高度超过 300mm 或刮碰上托辊的物料。 （5）严禁用皮带运输超过皮带安全运行高度（刮碰顶板）的物料。 2准许用皮带运输的物料 准许用皮带运输单件重量200kg且无尖锐棱角、对皮带无损害的物料和配件，如各类支护材料、托辊、框架以及各类小型配件等。 3用皮带运料前的准备 （1）用皮带机运送物料前，运料人员和接料人员及皮带机司机之间必须联系清楚所运物料的种类、数量。同时装料人员和卸料人员附近 10m 之内必须有能发出停止、启动的信号和紧急停止按钮及充分照明。 （2）使用皮带运料前，必须先试运转皮带机，确认皮带机运转正常不跑偏，否则不得装料。 （3）使用皮带运料前，必须在皮带沿线各低洼点、变坡点设岗联络，人员站在高处皮带闭锁处面向皮带来料方向，并目送物料通过低洼地点，发现问题及时停机闭锁处理。 （4）皮带运料期间，禁止无关人员通行。 4皮带上装卸物料的安全注意事项 （1）装料：运输大件和长度超过 3m的长料时，必须停电闭锁并拉下皮带急停后装料，大件和单件重量25kg以上的长料（锚杆除外）必须用双股 8铁丝并垫长木板捆绑结实，且物料间距不得小于 30m。 用皮带装运单件重量 25kg 以上的物料时，必须拉下皮带急停。 用皮带装运钎子、管卡、机电配件等小件时，可以在皮带运行时装料，但要选择在皮带运行平稳段装料，且物料间距不得小于20m。 底皮带装料高度不得大于300mm，上皮带装料高度不得大于 500mm。 装料地点应选择皮带运行平稳段。 人员装料时身体不得触及运行中的皮带。集中装料必须停止皮带装料。 装料不能两地点平行作业。 装运电缆（长度超过 100m）时，电缆前端用8#铁丝与皮带接头连接，必须安排专人跟随运行中的电缆，发现异常立即拉下就近的皮带急停开关，严禁与其它物料同时运输。 (2)卸料：运输小件时，卸料人员必须站在卸料台的后方（机头方向），并及时用扒子等工具卸料，严禁人员用手接料，卸料台前方 5m 内不能有其他人员。运输大件和长料时，物料到达卸料台（卸料地点）15m 前卸料人员必须及时发出停机信号并拉下皮带急停，待确认皮带司机已停电闭锁后，方可人工卸料，卸料台前方 10m 内不能有其他人员。 当卸料台处发生卡料或物料堆积时，必须及时拉下急停并通知皮带司机停机，严禁生拉硬拽，待处理完毕后方可通知皮带司机开机。 卸料人员在接到运料通知后，必须一人警戒一人卸料，警戒人员站在卸料台后方附近。 皮带运行期间，人员卸料时身体不得触及运行中的皮带并探入皮带框架内。人员站在上皮带卸料、卸载大件和长度超过3m 的长料时，皮带机必须拉下急停并停电闭锁。 卸载电缆时必须安排专人操作皮带机急停开关。 三、胶带搭接的技术要求胶带与胶带搭接：承载胶带至少安装一节承