认知实习报告
学 院：****学院
*****班 姓 名：***** 学 号：************* 指导老师： ******* 实习日期：201**年**月**日
专业班级：
目 录
前言 -------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------- 3 第一部分 实习目的与内容 ------------------------------------------------------------------------------------------------------- 3 第二部分 实习基本情况 ---------------------------------------------------------------------------------------------------------- 3 第三部分 实习单位基本情况 ---------------------------------------------------------------------------------------------------- 4
第一章、地质基本情况 ------------------------------------------------------------------------------------------------------- 5
1.1 巷道顶、底板岩石性质 ------------------------------------------------------------------------------------------- 5
1.2 水文地质情况 -------------------------------------------------------------------------------------------------------- 5
1.3 煤尘、瓦斯及二氧化碳情况 ------------------------------------------------------------------------------------- 5
1.4 巷道预计穿过的煤、岩层性质 ---------------------------------------------------------------------------------- 6
1.5 地质构造情况 -------------------------------------------------------------------------------------------------------- 6
第二章 巷道布置及技术特征 ----------------------------------------------------------------------------------------------- 6
2.1 巷道布置 -------------------------------------------------------------------------------------------------------------- 6
2.2 施工条件及施工期限： ------------------------------------------------------------------------------------------- 6
2.3 巷道技术特征及支护形式： ------------------------------------------------------------------------------------- 6
第三章 施工方法 ------------------------------------------------------------------------------------------------------------10
3.1 1—1断面施工方法： -------------------------------------------------------------------------------------------10
3.2 2—2断面施工方法： ------------------------------------------------------------------------------------------- 11
3.3 3—3断面施工方法： -------------------------------------------------------------------------------------------12
第四章 掘进施工作业 ------------------------------------------------------------------------------------------------------12
4.1 掘进机技术特征及后配套转运设备 ---------------------------------------------------------------------------12
4.2 工作方式及截割运行曲线： ------------------------------------------------------------------------------------13
4.3 掘进机、运输机司机操作安全技术措施 ---------------------------------------------------------------------13
4.4 临时支护 -------------------------------------------------------------------------------------------------------------15
4.5 运料方式及安全技术措施 ---------------------------------------------------------------------------------------18
第五章 永久支护施工方法 ------------------------------------------------------------------------------------------------20
5.1 1—1断面永久支护形式： -------------------------------------------------------------------------------------20
5.2 2—2断面永久支护形式： --------------------------------------------------------------------------------------21
5.3 3—3断面永久支护形式： -------------------------------------------------------------------------------------22
第六章 顶板支护质量监测 -------------------------------------------------------------------------------------------------29
6.1 监测前的准备工作 -------------------------------------------------------------------------------------------------29
6.2 顶板离层监测 -------------------------------------------------------------------------------------------------------29
第七章 通风系统 ------------------------------------------------------------------------------------------------------------31 1
7.1 通风方式： ----------------------------------------------------------------------------------------------------------31
7.2 工作面所需风量计算及风机选择： ---------------------------------------------------------------------------32
7.3 风机安装位置、风筒出口距工作面距离： -----------------------------------------------------------------34
7.4 通风系统及风流方向 ----------------------------------------------------------------------------------------------34
7.5 安全监控设备布置及断电范围 ---------------------------------------------------------------------------------34
第八章 压风、供电、供水、排水、安全监控设备布置及能力 -------------------------------------------------35
8.1 压风系统 -------------------------------------------------------------------------------------------------------------35
8.2 供电系统 -------------------------------------------------------------------------------------------------------------35
8.3 供水系统 -------------------------------------------------------------------------------------------------------------36
8.4 排水设备布置及能力 ----------------------------------------------------------------------------------------------36
第九章 安全技术措施、避灾路线及质量标准 ------------------------------------------------------------------------36
9.1 预防瓦斯事故的安全措施 ---------------------------------------------------------------------------------------36
9.2 预防透水的安全技术措施 ---------------------------------------------------------------------------------------37
9.3 预防顶板事故的安全技术措施 ---------------------------------------------------------------------------------37
9.4 应急处理冒顶事故的安全技术措施 ---------------------------------------------------------------------------37
9.5 预防火灾的安全技术措施 ---------------------------------------------------------------------------------------39
9.6 综合防尘措施 -------------------------------------------------------------------------------------------------------39
9.7 运输防跑车的安全措施 ------------------------------------------------------------------------------------------40
9.8 避灾路线和行人路线 ----------------------------------------------------------------------------------------------40
9.9 提高工程质量措施 -------------------------------------------------------------------------------------------------41 第四部分 实习总结 ----------------------------------------------------------------------------------------------------------------- 41
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前 言 采矿工程专业系地矿类专业，主要研究学习矿床开采的理论和方法，发展矿业新技术。采矿工程专业承担推进采矿技术的发展，使采矿工程符合安全、经济、高效的高质量水平的理论研究。国际上各个国家由于其采矿业生产过程中的龙头地位，对此历来极为重视，投入了巨大的人力、物力和财力。传统的采矿业因其不成熟、不完善而导致的生产力水平低、效率差环境污染严重等现象，由于理论的研究而得到了缓解。向自动化、环保化发展的专业发展动态和趋势业已形成，并在具体生产过程中取得了大量的应用和推广。
第一部分 实习目的与内容
一、实习目的
通过认知实习，对本专业的概况、主要课程在社会实践中的应用和地位有了一个比较全面的了解，对本专业所涉及的技术岗位和领域有一个感性认识，为今后从事采矿工程工作打下坚实的基础，同时接触企业，开阔视野，增长见识，拓宽知识面，并积累我们的人生阅历。
二、实习的基本要求
通过本次生产实习，了解企业安全生产状况和管理水平，对采矿专业的相关岗位、职能剂运行管理职责有一个初步的认识。巩固所学的专业理论知识，加深对所学基础知识及专业理论知识的理解，进一步巩固和扩大专业知识面，锻炼在采矿工程专业领域发现问题、分析问题、解决问题及实际动手能力，培养劳动意识。为走向工作岗位打下坚实的实践基础。在实习结束后，认真完成实习报告。
第二部分 实习基本情况
一、实习时间：201**年**月**日
二、实习地点：山西省晋城市凤凰山矿
三、实习班级及人数：采矿***班，我们实习小组成员共有**人
四、实习注意事项：
1、必须遵守实习纪律，按时参加一切实习活动，实习期间不得无故缺席和离开实习地点。
2、严格遵守国家法令、煤矿安全规程和实习矿井的规章制度，听从指导员的安排，保证整个实习期间的生活、学习、井下参观、地面参观安全。
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3、执行保密制度，生产用图纸、技术文件、实习笔记、日记及有关资料及数据不得丢失和泄密。
4、虚心向现场工人及工程技术人员学习，密切配合现场工程技术人员，服从领导，听从指挥，认真做好实习笔记，技术消化实习内容。
5、培养劳动意识、经济观点、安全意识、团结写作精神、吃苦耐劳精神，实习期间下井劳动和参观次数不得少于三次。
第三部分 实习单位基本情况
凤凰山矿位于山西省晋城市境内、沁水煤田的东南边缘，东部与王台铺矿相连，西部为白马寺断层，南部与古书院矿相连，北部以三号煤露头线为界。
井田内地面丘陵起伏，南部有小尖山和龙王山，最高标高为1064.10m，最底标高为700m，工业广场标高为810m。盖山厚度237--334m，平均286m。东西宽约4.2m，南北长约7.5km，面积31.4km2。井田内沟壑纵横，地形地貌属山地、丘陵地貌，北部、东部为丘陵区，中部、南部为山区。最高标高为1064.10m（小尖山），最底标高为700m，最大高差364.10m，平均海拔高程800.00m。
凤凰山矿有一条8km的运煤专用铁路与太—焦铁路在晋城北站接轨。晋城北站北距太原车站374km，男距焦作车站105km。207国道在凤凰山矿东侧约2km处经过，与207国道平行的是晋—长高速公路，与晋—阳、晋—焦、长—邯高速公路构成网路。
晋城市属暖温带大陆性气候，四季分明，气候宜人，日照充足，无霜期长。根据晋城市气象站资料，年平均气温为11摄氏度，雨季为6、7、8三个月，降雨量远低于蒸发量，年蒸发量是降雨量的2—3倍，冬季、春季多西北风，夏季、秋季多东南风和南风，风力一般3—4级，最大6级左右。
凤凰山矿始建于19xx年，原设计生产能力150万吨，19xx年简易投产，19xx年达到设计能力，19xx年进行改扩建，19xx年底完成改扩建工程，19xx年产量达400万吨，采掘机械化程度达100%。经历了从普采到综采，特别是20xx年引进国际最先进的德国DBT全自动刨煤机采煤设备以来，连续实现稳产高产，创造了日产11650吨的全国同类设备最高记录，为凤凰山矿薄煤层开采注入了新的动力。井下建有完善的运输信集闭系统、瓦斯数字化监测监控系统、井下人员定位考勤系统等安全保障设施，全力推行质量、环境、职业健康安全一体化管理体系管理，安全生产良性发展。
近年来由于现代化采煤水平不断提高，再加上小煤窑破坏，凤凰山矿优势资源锐减，矿 4
井产量也呈逐年下降趋势，使得安全、成本、人才等方方面面的压力非常巨大。面对新形势、新任务，凤凰山人不等不靠，通过狠抓安全管理，科学合理组织生产，不断加大3#煤边角煤柱回采力度和9#煤开采，圆满完成了集团公司下达的各项经济指标。在此基础上，该矿积极寻求新的发展和出路，于20xx年11月10日，成功托管沁秀公司，从根本上解决了凤凰山矿资源枯竭的困难，使凤凰山矿实现重新崛起迸发希望。沁秀公司自托管以来，通过加强企地合作，实施低成本扩张战略，不断加快资源整合和矿井建设步伐，为凤凰山矿的发展注入了新的活力。与此同时，凤凰山矿坚持“煤与非煤并重并举”，非煤产业迅速成长。凤凰实业公司坚持以工程塑料、劳保、筛网等优势项目为龙头，实现规范化运作，经济运行质量明显提高。经过多年的探索和研究，按照集团公司构建老矿经济共同体的发展思路，凤凰山矿目前已初步构建了以“凤凰山矿、沁秀公司、凤凰实业”为主体的凤凰山经济共同体发展格局，矿山呈现出新的、更好的发展势头。
第一章 地质基本情况
1.1巷道顶、底板岩石性质
顶板：老顶为细砂岩，平均厚度6.22米；深灰色，致密坚硬，含植物化石。
直接顶:砂质泥岩，平均厚度7.90米，灰黑色，层理较发育，富含植物化石。
伪顶:泥岩，平均厚度1.00米，灰黑色，具滑面，易冒落。
底板：直接底为泥岩，平均厚度1.49米，黑色，无层理，含丰富植物化石。
老底为细砂岩，平均厚度4.58米，灰黑色，致密坚硬，含较多黑色矿物。
1.2水文地质情况
本工作面水文地质条件简单，充水源主要为上覆地层层间裂隙水下渗，预计最大涌水量0.10立方米／分钟，正常涌水量0.01立方米／分钟，队组需在巷道低洼处备泵排水。
1.3煤尘、瓦斯及二氧化碳情况
瓦斯：瓦斯相对涌出量为2.0立方米／分钟
二氧化碳：二氧化碳相对涌出量为1.1立方米／分钟
煤尘：无爆炸性。
煤的自燃：不自燃。
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1.4巷道预计穿过的煤、岩层性质
巷道沿3#煤层顶板掘进，全煤厚6.0米，上层2.8米，煤层结构比较简单，煤层倾角4°－8°，平均厚度5.5°。
1.5地质构造情况
本工作面为单斜构造，倾角4°－8°，对掘进影响不大。
第二章 巷道布置及技术特征
2.1巷道布置
2.1.1地面位置：上方为安装工区检修车间、大院及煤山。
2.1.2井下位置及四邻采掘情况：北为示范综采工作面，西为5106巷（已掘），东、南为未采区。
2.1.3用途：本巷道服务于凤凰山矿示范机掘工作面。
2.1.4服务年限：约十五年。
2.2施工条件及施工期限：
2.2.1施工条件：
施工采用AM－50型掘进机组破煤，后配有QZP－160型转载机一部，SDJ－80型皮带运输机一部组成综合机械化掘进系统。材料由下料单位负责运至指定料场。5106巷采用25KW绞车调车，示范机掘工作面采用人工扛、抬料。施工用水从轨道回风巷接通，电从中央变电所接通。
示范机掘工作面从距示范综采工作面进风巷向南15米处的东帮，且与5106巷成90°角开口施工掘进示范机掘工作面。
2.2.2施工期限：
本巷道预计从20xx年1月10日开工至20xx年2月13日结束。
2.3巷道技术特征及支护形式：
2.3.1巷道技术特征
示范机掘工作面施工时，沿煤层顶板掘进施工。
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示范机掘工作面巷道设计长度84米。共采用三种支护形式：
1—1断面采用金属梯形棚支护，上净宽3.0米,毛宽3.32米;下净宽3.9米,毛宽4.22米；净高2.7米,毛高2.86米;净断面面积9.32平方米,毛断面面积10.78平方米;棚距0.7米；设计长度40米。
2—2断面采用全木梯形棚支护，上净宽3.0米，毛宽3.46米；下净宽3.7米，毛宽4.16米；净高2.7米，毛高2.93米；净断面面积9.045平方米，毛断面面积11.16平方米，棚距0.7米；设计长度20米。
3—3断面采用矩形断面，锚网梁联合支护，并采用锚索补强支护形式，毛宽3.6米，净宽3.4米；毛高2.8米，净高2.7米。毛断面面积10.08平方米，净断面面积9.18平方米；设计长度24米。
施工过程中严格按地测队所送施工中线施工。 2.3.2支护形式
2.3.2.1 1—1断面采用净口3.0米的11#矿用工字钢梁，采用组合长度2.74米长的U25可缩性金属棚腿架设金属梯形棚支护，棚距0.7米。U25型可缩性金属组合棚腿的搭接长度为502mm，卡缆间距为380mm，扎角450mm，卡缆螺栓拧紧力矩为245N?M。巷道顶帮采用不燃性砼背板盘帮勾顶，两帮及顶上均花背，其中盘帮3?2块，勾顶4块；背板布置要求：顶上两端背板距梁头不大于300毫米，两帮最上排背板距棚口为300-500mm，最下排背板距底板800-1200mm，其它均匀布置。砼背板规格为：长?宽?厚=1000?200?50毫米，拉杆采用Φ16?620mm的圆钢加工而成。
插表2—1巷道技术特征表（1—1断面）
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支护材料：1－1断面采用净口3.0米的11#矿用工字钢梁，组合长度2.74米长的U25可缩性金属棚腿架设金属梯形棚支护，棚距0.7米。巷道用不燃性砼背板盘帮背顶，两帮及顶上均花背，砼背板规格为：长?宽?厚=1000?200?50毫米。拉杆采用Φ16?620mm的圆钢加工而成。
技术要求：U25型可缩性金属组合棚腿的搭接长度为700mm，卡缆间距为502mm，扎角450mm，卡缆螺栓拧紧力矩为245N?M，使用力矩扳手进行检测。
2.3.2.2 2—2断面采用梁长3460mm，且Φ≦200mm的红松圆木；棚腿长度为2.74米，Φ≦180mm的红松圆木，棚距700mm，棚间采用1000?100?50mm的红松背板联锁，每端用两个钢钉与木腿固定在一起，每帮两排。用1000?100?50mm的红松背板盘帮勾顶，其中勾顶4块，盘帮2?2块，要求顶上两端背板距梁头≧300mm，两帮最上排背板距梁口≧400mm，最下排背板距底板≧1000mm，其它背板均匀布置。
插表2—2：巷道技术特征表（2—2断面）
支护材料及技术要求：2—2断面采用净口3.0米的红松圆木梁，且Φ≦200mm的红松圆木，棚腿为长度不小于2.74米， Φ≦180mm的红松圆木，棚距700mm，扎角350mm，棚间采用1000?100?50mm的红松背板联锁，每端用两个钢钉与木腿固定在一起，每帮两排。用1000?100?50mm的红松背板盘帮勾顶，其中勾顶4块，盘帮2?2块，要求顶上两端背板距
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梁头≧300mm，两帮最上排背板距梁口≧400mm，最下排背板距底板≧1000mm，其它背板均匀布置。
2.3.2.3 3—3断面顶板采用锚网梁、锚索联合支护形式，锚杆杆体采用Φ20mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度2.0m，杆尾螺纹为M22，有效支护长度为1.9m，锚固方式为树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为CK2335，另一支规格为Z2360。钻孔直径28mm，锚固长度为1300mm。钢筋托梁采用Φ16mm的钢筋焊接而成，外宽80mm，长度为3.1m，安装锚杆位置焊两根纵筋，以便打注锚杆。托盘采用配套的高强度拱形托盘。靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成 30°，其他与顶板垂直。采用10#铅丝编织而成的菱形金属网护顶，金属网规格为1300mm?3600mm,网孔规格50mm?50mm，连接采用搭接形式，搭接长度为100mm，并用双股16#联网丝每隔100mm一道联紧。锚杆排距为1.2m，每排4根锚杆，锚杆间距均为1.0m，靠近巷帮的顶锚杆距帮300mm。锚杆预紧力矩不小于120N?m，锚固力不小于100kN。每隔3.6m在巷道顶部正中打注一根补强锚索，锚索索体为高强度低松弛钢绞线，长度6.3m，公称直径为15.24mm，极限拉断力260kN，延伸率为3％，锚索头部设有树脂锚固剂搅拌头，尾部配有高强度锚具，有效支护长度6.0m，锚固方式为端锚，采用三支锚固剂，一支规格为CK2335，另两支规格为Z2360。钻孔直径28mm，锚固长度1485mm，锚索外露长度不大于350mm，锚索预紧力100—120kN。锚索托板采用300?300?16mm的钢板。
巷帮采用锚网梁联合支护形式，锚杆采用Φ16－M18－1600mm的金属树脂锚杆，每根锚杆安装一个托盘，托盘采用长?宽?厚＝120?120?6mm的配套的拱形托盘，托盘正中钻Φ20毫米的锚杆眼。有效支护长度为1.5m，锚固方式为端部锚固，采用一支规格为K3538锚固剂。钻孔直径43mm，锚固长度为292mm。锚杆预紧力矩大于80N?m，锚固力大于50kN。锚杆排距
1.2m，间距0.8m,每帮每排布置三根锚杆，最上面一根距顶板400mm，最下面一根距底版800mm，靠近顶板的帮锚杆安设角度为与水平线成10°仰角，其余与巷帮垂直。金属网采用10#铅丝编织而成的菱形网，菱形网规格为1300mm?2000mm,网孔规格50mm?50mm，连接采用搭接形式，搭接长度为100mm，并用双股16#联网丝每隔100mm一道联紧，并且帮部所挂网片要与顶部所挂的网片采用双股16#联网丝每隔100mm一道联紧。钢筋托梁采用Φ16mm的钢筋焊接而成，外宽80mm，长度1.7m。
插表2—3：巷道技术特征表（3—3断面）
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2.3.3在开工前，由地测队校核尺寸后，送施工中线，并给我队下达施工中线通知书，我队在工作面施工断面图牌板上标注，并严格按施工中线施工。
2.3.4巷道在掘进过程中，如遇顶板破碎、裂隙发育地段，要另行制定安全技术措施。
第三章 施工方法
3.1 1—1断面施工方法：
3.1.1作业方式：采用掘支单行，一次成巷。
3.1.2掘进方式： 采用机掘全断面一次成巷，割一架，架一架，每次割煤后，永久支护距工作面煤壁的距离不大于1.1m，临时支护距工作面煤壁不大于0.4m。即：最大控顶距不大于1.1m，最小控顶距不大于0.4m。
注：1、顶部支护：锚杆杆体为20＃左旋无纵筋螺纹钢筋，专用锚杆钢材，杆体公称直径20mm，长2.0m，极限拉断力190KN，屈服力126KN，延伸率17％，杆尾螺纹为M22，采用滚压加工工艺成型；锚固方式为树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支为规格CK2335型超快速药卷，另一支为规格Z2360型中速药卷，钻孔直径28mm，锚固长度1300mm；钢筋托梁采用φ16mm的钢筋焊接而成，外宽80mm，长度3100mm，托盘采用配套的高强度拱形托盘，力学性能与锚杆杆体配套。
2、补强锚索：索体采用高强度低松弛钢绞线，公称直径15.24mm，极限拉断力260KN，延伸率3％，锚索长度6.3m，头部设有树脂锚固剂搅拌头，尾部配有高强度锁具，采用三支锚固剂端锚，一支CK2335型超快树脂，两支Z2360型中速树脂，锚固长度1485mm，托板采用300?300?16mm的钢板。
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3、顶板采用菱形金属网护顶，金属网采用10＃铅丝编织而成，其规格为长3.6米，宽
1.3米，联网时要求拉紧拉直两头齐，联接采用搭接形式，搭接长度为：100mm，并用双股16＃铅丝按每隔100mm的间隔联接牢固（联网扣数不少于3圈）。
4、帮部支护：采用φ16－M18－1600型圆钢锚杆，钢筋托梁采用φ16mm的钢筋焊接而成，外宽80mm，长度1700mm，托板为配套的高强度拱形托盘，金属网采用10＃铅丝编织而成，其规格为长2.0米，宽1.3米，联网标准同顶网。
3.1.3施工组织：
采用“四?六”工作制，即：一个昼夜四个班，三个生产班，一个检修班。组织综合工种结合的圆班工作人员进行施工。
3.1.4循环形式及循环进度：
采用多循环形式，每班预计4个循环，一昼夜12个循环，循环进度0.7米，班进度为
2.8米，日进度8.4米。
3.1.5施工工艺流程图：
3.2、2—2断面施工方法：
3.2.1作业方式：采用掘支单行，一次成巷。
3.2.2掘进方式： 采用机掘全断面一次成巷，割一架，架一架，每次割煤后，永久支护距工作面煤壁的距离不大于1.1m，临时支护距工作面煤壁不大于0.4m。即：最大控顶距不大于1.1m，最小控顶距不大于0.4m。
3.2.3施工组织：
采用“四?六”工作制，即：一个昼夜四个班，三个生产班，一个检修班。组织综合工种结合的圆班工作人员进行施工。
3.2.4循环形式及循环进度：
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采用多循环形式，每班预计4个循环，一昼夜12个循环，循环进度0.7米，班进度为
2.8米，日进度8.4米。
3.2.5施工工艺流程图：
3.3 3—3断面施工方法：
3.3.1作业方式：采用掘支单行，一次成巷。
3.3.2掘进方式：采用机掘全断面一次成巷，割够一排锚杆支护距离打注一排锚杆。割煤前，紧靠工作面的永久支护锚杆距工作面煤壁的距离不大于0.6米，割煤后不大于1.8米。即：最大控顶距不大于1.8米，最小控顶距不大于0.6米。
3.3.3施工组织：
采用“四?六”工作制，即：一个昼夜四个班，三个生产班，一个检修班。组织综合工种结合的圆班工作人员进行施工 。
3.3.4循环形式及循环进度
采用多循环形式，每班预计4个循环，一昼夜12个循环，循环进度1.2米，班进度为
4.8米，日进度14.4米。
3.3.5施工工艺流程图：
第四章 掘进施工作业
4.1掘进机技术特征及后配套转运设备
4.1.1掘进机及后配套转运设备技术特征：
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4.1.2后配套转运设备及运煤系统：
AM－50型掘进机→QZP—160型转载机→SDJ－80型皮带运输机（一部）。
运料系统：料场→示范机掘巷→工作面
4.2工作方式及截割运行曲线：
每次截割煤时，从巷道右下角进刀，进0.1m向左摆0.2m，再进0.1m，向右摆回，就如此根据煤（矸）的硬 度掏槽0.3—0.6m，然后从右向左，自下而上往复一刀一刀进行切割，每次吃刀深度为0.3－0.6m,每次抬高高度根据截割运行曲线示意图要求进行，直至割够一个循环，之后进行修两帮达到设计要求后进行支护。
4.3掘进机、运输机司机操作安全技术措施
4.3.1掘进机司机操作安全技术措施
（1）掘进机司机必须由经矿培训合格，持证上岗，严格按照《掘进机司机操作规程》、《掘进机司机工种岗位责任制》和《煤矿安全规程》第71、76条规定进行操作。
（2）启动掘进机前3分钟，必须发出开机信号，只有在保证机组两旁及前后无人和障碍物后，方可开机。
（3）开机前，首先要对工作面附近的顶板、支护、通风、瓦斯等情况进行认真检查，确保安全后方可开机，开机割煤前要先空载运行机组各部位，在各部位都正常的情况下，才能掘进割煤。
（4）掘进机司机必须在操作台上操作，一旦离开操作台，必须切断机组油泵电源，同时将隔离开关打至零位并闭锁。
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（5）割煤时，截割宽度、高度必须符合设计要求，底板截割平整、两帮修理整齐，遇有底板起伏变化时，必须保证平缓过渡。
（6）割煤时出现直径大于300毫米的大块时，必须停机打碎，打大块之前，必须将机组退至后方永久支护下的安全地点，将切割头落地，同时进行严格的敲帮问顶和找掉工作，在确认安全后方可进行打大块，打大块时要有两人进行，一人负责观山，一人站在支护完好的地方，用大锤将大块打碎，同时机组司机要负责看护机组按钮，以防误动作造成意外伤人，严禁其他人随意乱动按钮，严禁在机组运行中或空顶下打大块。
（7）机组运行时，要有专人负责看护拖移电缆，洒水胶管等设施，以防损坏，同时注意避免将巷道两帮锚杆撞坏，严禁任何人在机组或转载机前方和两帮作业或停留，严禁任何人将锚杆、托盘、施工用具等物件放在机组上。
（8）进行永久支护、交接班或检修时，必须将机组退至安全的永久支护，切断隔离开关电源，并将随机开关手把打至零位并闭锁。
4.3.2运输机司机操作安全技术措施：
（1）运输机司机要持证上岗，严格执行《运输机司机操作规程》和《运输机司机工种岗位责任制》及《煤矿安全规程》第72条、76条相关规定。
（2）严格按信号开停，信号为声光组合信号，规定“一声停，二声开”，特殊情况需要倒转时可打三声信号，并且要事先联系好。
（3）开机前要先点动，对设备进行试运转，只有在设备正常的情况下方可开机，若发现异常情况时，要及时停机，将控制开关手把打至零位并闭锁，协助机电工进行处理。
（4）司机要坚守岗位，不得擅自离开，在离开岗位前，必须把所开设备的控制开关打到零位并闭锁。
（5）严禁任何人乘坐皮带，在行人经常跨越运输机的地方必须设置行人过桥。
（6）在皮带机头储存部及皮带机尾清煤、处理跑偏时，必须停机，并将开关手把打至零位并闭锁，并要在清煤或处理跑偏段附近闭锁两个有效闭锁键后，方可工作。处理皮带中部跑偏时，要用专用工具，严禁用手直接扳动托辊。
（7）皮带机头要打设双地锚拴大链固定的方法将机头固定。
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（8）检修人员必须每天对运输设备的完好情况进行检查，要保证皮带上下托辊转动灵活，皮带无撕裂磨损等情况，保证运转正常。
（9）皮带机头处应有照明，皮带保护要齐全有效，灵敏可靠，储存部大架两侧必须安装护网。
4.4临时支护
4.4.1 1—1断面临时支护：
4.4.1.1临时支护形式：采用机组托梁器将棚梁托起护顶，作为临时超前支护。
4.4.1.2临时支护材料及质量要求
托梁器由一托梁臂和托梁槽组成。
托梁臂：由长0.5m，宽0.14m，厚0.01m钢板焊接而成。
托梁槽：由长0.5m，宽0.15m，厚0.01m的钢板焊接而成的矩形槽。
托梁臂与截割减速器及托梁槽之间采用Φ25mm的螺栓进行联接，并用螺母拧紧。
4.4.1.3临时支护架设方法
（1）当割完一架棚的煤后，班长必须指定一名有经验的老工人站在后方的永久支护下，用长钎杆或镐找掉顶帮的活矸，活煤，进行严格的敲帮问顶。
（2）将机组后退使截割头处于后方永久支护下，并降下截割臂，切断机组油泵电源，将托梁器翻至截割头上，两人将棚梁放入托梁槽内，放平稳后，所有人员撤至机组后方安全地点。
（3）启动机组将机组向里开，升起截割臂，使棚梁在距最里一架永久支护棚梁0.7m处接顶，起到超前护顶作用。
（4）将机组隔离刀闸打到零位，闭锁机组，开始挖柱窝、架棚并调整棚梁中线、背帮等进行永久支护，架完棚后，降下截割臂，两人把托梁器向后翻至截割臂上，人员撤至机组后方的安全地点，启动机组割煤，进行下一循环作业。
（5）严禁任何人在空顶下作业，严禁超控顶作业。
4.4.1.4临时支护距离：
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临时支护距永久支护的距离为0.7m，距工作面煤壁距离不大于0.4m。
4.4.1.5验收制度及责任制：
（1）交接班时，机组司机要负责对托梁器的完好情况进行检查，发现问题及时处理。
（2）由班长负责统一指挥架设临时支护。必须坚持使用临时超前支护，严禁任何人在空顶下作业。
（3）临时支护好后，由验收员或班长验收合格后，方可进入下道工序施工。
（4）检修人员，每天必须对托梁器进行检查与维修，使其保持完好状态。
4.4.2 2—2断面临时支护：
4.4.2.1临时支护形式：采用机组托梁器将棚梁托起护顶，作为临时超前支护。
4.4.2.2临时支护材料及质量要求
托梁器由一托梁臂和托梁槽组成。
托梁臂：由长0.5m，宽0.14m，厚0.01m钢板焊接而成。
托梁槽：由长0.5m，宽0.22m，厚0.01m的钢板焊接而成的圆弧形槽。
托梁臂与截割减速器及托梁槽之间采用Φ25mm的螺栓进行联接，并用螺母拧紧。
4.4.2.3临时支护架设方法
（1）当割完一架棚的煤后，班长必须指定一名有经验的老工人站在后方的永久支护下，用长钎杆或镐找掉顶帮的活矸，活煤，进行严格的敲帮问顶。
（2）将机组后退使截割头处于后方永久支护下，并降下截割臂，切断机组油泵电源，将托梁器翻至截割头上，两人将棚梁放入托梁槽内，放平稳后，所有人员撤至机组后方安全地点。
（3）启动机组将机组向里开，升起截割臂，使棚梁在距最里一架永久支护棚梁0.7m处接顶，起到超前护顶作用。
（4）将机组隔离刀闸打到零位，闭锁机组，开始挖柱窝、架棚并调整棚梁中线、背帮等进行永久支护，架完棚后，降下截割臂，两人把托梁器向后翻至截割臂上，人员撤至机组后方的安全地点，启动机组割煤，进行下一循环作业。
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（5）严禁任何人在空顶下作业，严禁超控顶作业。
4.4.2.4临时支护距离：
临时支护距永久支护的距离为0.7m，距工作面煤壁距离不大于0.4m。
4.4.2.5验收制度及责任制：
（1）交接班时，机组司机要负责对托梁器的完好情况进行检查，发现问题及时处理。
（2）由班长负责统一指挥架设临时支护。必须坚持使用临时超前支护，严禁任何人在空顶下作业。
（3）临时支护好后，由验收员或班长验收合格后，方可进入下道工序施工。
（4）检修人员，每天必须对托梁器进行检查与维修，使其保持完好状态。
4.4.3 3—3断面临时支护：
4.4.3.1支护形式：
采用在掘进机上上托梁器将钢筋托梁(钢带)和网片托起护顶的方式作为超前临时支护，在顶板上打注二根锚杆（靠近两帮的第二根锚杆）作为临时支护，且临时支护锚杆作为永久支护的组成部分。临时支护所打注的顶锚杆同永久支护顶锚杆相同，均为Φ20－M22－2000型高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，共两根。
4.4.3.2临时支护材料及规格：
超前临时支护所用托梁器由托梁臂和托梁槽组成，托梁臂和托梁槽均采用12#槽钢焊接而成。托梁臂长为1.2米，以放在截割头上方为标准；托梁槽长为1米，并在托梁槽上两头150毫米处分别焊2个短节，每个短节上分别焊两个点，以便固定钢带。
4.4.3.3临时支护方法：
巷道截割成形后，将掘进机后退，使截割头处于后方永久支护下的安全地点，截割头落地并闭锁，然后班长指定一名有经验的老工人进行严格的敲帮问顶，找净顶帮活矸、活煤，在确认安全无误后，两人将托梁器放至截割头上，将预先联在一起的钢筋托梁、网片放在托梁槽上所焊短节上，钢带要放入所焊接的固定钢带点内，确认放平稳后，所有人员撤至掘进机后方安全地点，掘进机向迎头方向开，同时截割臂缓慢升起，前伸钢筋托梁达到排距要求后，人员站在永久支护下，调整施工中线符合要求后，闭锁掘进机，支护工站在永久支护下 17
方的方向按钢筋托梁限定孔位按要求打注两根顶锚杆将钢筋托梁与金属网固定，完成临时支护后，再联网及打注其它顶锚杆及帮锚杆进行永久支护。在进行超前临时支护时，所上网片要与永久支护的网片之间均匀联接4道，以防顶部掉矸伤人。
4.4.3.4临时支护工艺过程：
退掘进机→截割头落地并闭锁→敲帮问顶→上托梁器→将钢筋托梁及金属网置于前探梁上→向前开掘进机使钢筋托梁达到排距要求→掘进机截割头于巷道正中使超前临时支护、钢筋托梁护顶并调整中线→按钢筋托梁限定孔位打注巷道顶部临时支护锚杆（靠近两帮的第二根锚杆）。
4.4.3.5质量标准
同永久支护相同，锚杆必须支护有效，锚固力达设计要求，其它各项指标满足技术标准，否则必须及时补打合格锚杆。
4.4.3.6临时支护相关距离
与永久支护的距离1.2米，与工作面煤壁的距离不大于0.6米。
4.4.3.7验收制度及责任制
（1）交接班时，班长必须对上一班的支护情况进行认真检查，发现问题及时处理。
（2）施工过程中，必须进行临时支护，超前临时支护必须合格有效，严禁超控顶作业，禁止任何人在空顶下作业。
（3）超前临时支护必须在班长统一指挥下进行，并且由有经验的老工人负责观山，发现问题要及时处理。
（4）临时支护时，严禁全部打完其它顶眼后，再进行安装临时支护锚杆，所有工作必须经班长和验收员验收合格后，方可进入下一道工序施工。
（5）验收员要在每班收工前，对当班的工程质量进行验收，对不合格的工程坚决要求返工并按规定重新补打锚杆或锚索进行支护。
（6）对验收员不负责任，造成工程质量低劣，要追究其责任，对班组因质量验收打骂验收员的人员，要严肃处理，队干部必须大力支持验收员的工作。
4.5运料方式及安全技术措施
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1）施工本巷道所用支护材料，由运料单位运至指定料场，再经轨道回风巷、5106巷运至示范机掘工作面。
2）运输巷道内采用25KW绞车运料，采用单向提拉形式，料要运至示范机掘工作面口，将车掩护好，需要卸车时，必须码放整齐。
3）相邻的绞车要安装灵敏可靠的往返声光信号。
4）检查绞车硐室的顶、帮是否可靠，绞车附近有无防碍司机操作和瞭望的障碍物，有无影响绞车运转的杂乱异物，发现问题要及时处理。
5）检查绞车的安装固定情况，绞车固定应平稳牢固，地锚螺栓紧固不松动，闸带完整无断裂，检查钢丝绳，要求无弯折，无硬伤，无打结，无严重锈蚀，无断股，钢丝绳在滚筒上的排列应整齐有序，无严重咬绳，爬绳现象。
6）检查并试验绞车信号即声光信号，信号必须声光兼备，声音清晰，准确可靠，必须是双向往返式声光信号。
7）经上述检查一切都符合规定后，先开空车试运转，正常后方可按信号指令开车，否则不准开车。
8）绞车司机收到清晰准确的开车信号后，必须发出反馈信号，当二次接到开车信号后，方可允许按信号指令开车。
9）绞车运行时，司机必须站在绞车护绳板后操作，严禁在绞车侧面或滚筒前面操作，严禁司机一手开车，一手处理绞车绳。
10）绞车使用规定型号的钢丝绳，绞车必须安装出绳轮。
11）绞车换绳的地方必须安装阻车器，阻车器处于常闭状态，即车辆通过时打开，通过后关闭。临时停车点必须用道木打飞机杠以防跑车，有斜坡的停车点所打的飞机杠必须用大链拴马蹄、螺丝固定在两根铁道上，运料路上拐弯处，要安装五星轮和立辊换向，所安五星轮和立辊必须牢固可靠，巷道掘进时，要在轨道头安装一组临时阻车器。
12）绞车司机必须持证上岗，严格执行《凤凰山矿辅助运输操作规程》中“调度绞车司机安全操作规程”以及其它相关内容规定，严格按信号开停，信号使用规定为：一停、二提、三放。
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13）绞车提放数量要根据绞车提升能力，巷道坡度合理确定挂车数量，绞车司机严格按绞车牌板规定要求执行，严禁超挂车辆。
14）使用绞车牵引车辆时，必 须在行车区段的两端及其它巷道与行车区段交叉口的安全地点拦人，斜巷提车时，必须在坡顶与坡底阻车器20米以外的安全地点站岗拦人，做到“行车不行人，行人不行车”，并派专人巡视警戒情况，确认无误后方可打信号提放车辆。
15）人力推车时，严格执行《煤矿安全规程》第362条的规定和下发的《人力推车安全技术措施》及相关规定。
16）装卸料时，双方要密切配合，行动一致，并注意前后左右是否有人及障碍物。巷内运料要严格执行《运料工操作规程》。车辆落道时，严禁用小绞车强拉上道，在倾斜巷上道时，司机必须将绳涨紧，压紧闸把，并与上道人员密切配合，不得擅自离开岗位，并严格执行《凤凰山矿辅助运输操作规程》中“辅运车辆掉道复轨安全措施”相关内容。
17）装料时，严格执行《凤凰山矿辅助运输操作规程》中“辅助运输材料装车数量及捆绑规定”的相关内容。
18）绞车司机每次开车前，必须认真检查绞车的完好情况，检查绞车地锚是否牢固可靠，钢丝绳及绳头是否符合《煤矿安全规程》要求，闸把是否灵敏可靠，防护装置是否齐全可靠及行人路线是否畅通等情况，只有在绞车完好、行车路线畅通的情况下方可开车。
19）车与车、车与钢丝绳之间的联接，必须采用完好，标准的联接装置。
20）绞车固定时，根据设计在安装绞车处巷道底板上钻6个孔，用6根长1.6米，直径22毫米的地锚锚杆将绞车底座固定，地锚锚杆用锚固剂锚固，待锚固后的绞车固定在底座上，将螺丝上齐全紧固。绞车最突出部分距轨道不得小于300毫米，另一侧距巷帮不小于400mm，每根锚杆的锚固力不小于40KN，绞车底座不得低于轨枕上平面，且每部绞车都要配置出绳轮。
21)施工本巷道时，靠左帮铺设采用22kg/m或24kg/m的钢轨，轨道间距900mm，轨枕为工字钢轨枕或道木，轨枕间距不大于700mm，轨道铺设要符合临时铺设的质量标准要求。
22)钉道工严格执行《钉道工操作规程》及《钉道工工种岗位责任制》。
第五章 永久支护施工方法
5.1 1—1断面永久支护形式：
5.1.1架设梯形金属棚支护。
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5.1.2支护方法：
（1）临时支护好后，开始永久支护，永久支护前，先在临时支护区敲帮问顶，找净顶、帮浮矸活煤。
（2）开始挖柱窝。挖柱窝时，必须随时注意顶板煤帮变化，并保持退路畅通，柱窝要挖到实底，棚距符合规定，挖好后测量一下高低，准备放腿。
（3）棚腿放好后，观察一下高低，不够高时，可垫一个柱帽调节，然后穿帮，调整扎角，上棚勾。
（4）采用撬棍将梁腿合口后，松开前探梁，将顶部背紧，刹帮。背板按规定数目布置均匀，排列整齐，顶帮刹好后，方可进行下道工序。
（5）整个架棚期间，要有一名有经验的老工人观察顶板、煤帮变化，发现问题，立即处理。
5.1.3永久支护采用的材料、规格、质量要求：
梁：使用净口3米长的11#工字钢梁
腿：组合长度为2.74米的U25可缩性金属棚腿。
拉杆：使用φ16毫米，L＝620毫米的圆钢拉杆。
背板：采用1000?200?50毫米的砼背板。
施工质量必须达到本规程第二章所规定的标准。
5.2 2—2断面永久支护形式：
5.2.1架设梯形全木棚支护。
5.2.2支护方法：
（1）临时支护好后，开始永久支护，永久支护前，先在临时支护区敲帮问顶，找净顶、帮浮矸活煤。
（2）开始挖柱窝。挖柱窝时，必须随时注意顶板煤帮变化，并保持退路畅通，柱窝要挖到实底，棚距符合规定，挖好后测量一下高低，准备放腿。
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（3）棚腿放好后，观察一下高低，不够高时，可垫一个柱帽调节，然后穿帮，调整扎角，木棚间用红松背板联锁。
（4）采用撬棍将梁腿合口后，松开前探梁，将顶部背紧，刹帮。背板按规定数目布置均匀，排列整齐，顶帮刹好后，方可进行下道工序。
（5）整个架棚期间，要有一名有经验的老工人观察顶板、煤帮变化，发现问题，立即处理。
5.2.3永久支护采用的材料、规格、质量要求
梁：使用净口3米长、Φ≦200mm的红松圆木。
腿：使用长度为2.74米、Φ≦180mm的红松圆木。
棚间：采用1000?100?50mm的红松背板联锁。
背板：采用1000?100?50mm的红松背板。
施工质量必须达到本规程第二章所规定的标准。
5.3 3—3断面永久支护形式：
5.3.1顶板采用树脂加长锚固,锚网组合支护系统,并采用锚索补强；巷帮采用金属树脂锚杆、钢带、网片进行联合支护。
5.3.2永久支护材料：
施工时所用的支护材料及其它技术要求见本规程第二章所规定内容。
5.3.3施工技术组织、工艺及安全措施
5.3.3.1施工设备及工具
采用MQT－85J2－31气动锚杆锚索钻机2台(备7655型气腿式风钻2台)作为顶板锚杆钻机，锚固锚杆联结头每班10个，顶板锚杆钻机配套设施及锚固锚索配套设施若干。采用7655型气腿式风钻或MQB－35型气动手持式煤帮锚杆钻机打帮锚杆眼，采用MQB－35型气动手持式煤帮锚杆钻机注锚杆，帮部锚杆钻机配套设施若干。
5.3.3.2锚杆钻机技术要求
5.3.3.2.1工作条件
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⑴压缩空气：工作气压应保持在0.4—0.63MPa，压缩空气要干燥洁净。如含水过多，会冲刷去气动马达内零件表面的油膜，恶化润滑，并使消音器内结冰，堵塞排气通道，影响机子正常运转。
⑵冲洗水：水质要净，否则水路容易阻塞，水压应保持不低于1.2MPa，如果水压低了，影响岩屑及时从钻孔中排出，从而不能取得理想的钻孔速度，每次钻孔作业结束后，应先停水，再让机子空运转一下，有利于去水防锈。
⑶润滑：环境温度在－15℃—10℃时，可用20#机械 油，环境温度在10℃—35℃时，可用30#机械油，气动马达中的滚动轴承，锚杆机传动箱的齿轮和付滚动轴承使用2#合成钙基润滑脂 ZG－2H(帮部锚杆钻机使用2#合成锂基润滑脂ZL－2)。钻孔作 业时，禁止无油作业，先涂上润滑油脂，可有效延长钻杆和钎套的使用寿命。
⑷钻杆：使用B19mm的六方优质成品钻杆，要求具有一定弹性和耐磨性，禁止使用弯曲钻杆。
5.3.3.2.2操作方法
顶板钻机：手压扳机，开启马达控制阀，压气驱动马达带动主轴旋转；扳转开启气腿控制阀，气腿伸长，关闭气腿控制阀气腿回落，扳转开启水阀，冲洗水进入钻杆冲洗钻孔。手动调节各阀开启量，即可调节钻机转速、推力或水量。
5.3.3.2.3开机作业前的检查：
⑴应满足前述工作条件的各项要求。
⑵接装进气、进水接头前，锚杆机各控制手把必须处于关闭位置。每次接装进气、进水接头时，都应冲洗出管内砂石异物，吹净压风管路中的聚留水，并将管接头清理干净。
⑶操作者站位：操纵顶板锚杆钻机时，应站在机子摇臂端的外侧。
⑷按顶板高度(或帮部距离)选用合适的初始钻杆。钻杆过长，会使孔钻不直；过短，会增加钻杆套钎频数，降低作业效率。
⑸钻孔前，先空运转，检查马达旋转、气腿升降、水路启闭，全部正常，方可正式投入作业。
5.3.3.2.4钻孔：
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⑴开眼位时，钻杆转速不可过快，若打的是顶眼，顶板钻机（或风钻）气腿推力要调小一些。
⑵钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻杆转速，使机子靠重力平稳地带钻杆回落(打帮锚杆则为风钻平稳带着钎杆撤出作业孔)。
⑶套钎钻孔时，长钻杆的钻头直径宜稍小于短钻杆所用的钻头直径。
5.3.3.2.5搅拌和安装锚杆
⑴不允许使用弯曲不直的锚杆，单独将锚杆插入锚杆孔应能转动自由，无卡紧状况。 ⑵先人工用锚杆将药卷推入锚杆孔，并顶到位，装上搅拌套筒，开始用锚杆钻机搅拌、安装锚杆时，机子的转速先以中速为宜。推进时间应与搅拌时间吻合，因为这时锚固剂在孔壁与锚杆间处于最佳充盈状态，锚固效果好。即搅拌时切勿一下顶到位，然后开足马力旋转搅拌，因为这样有些锚固剂会被挤出锚固区域，影响锚固效果。
5.3.3.2.6作业后
⑴先关水，并用水冲洗机子外表，然后空运转一下，达到去水防锈目的。
⑵检查钻机有否损伤，螺栓是否松动，并及时处理好。
⑶将钻机竖直置于安全场所，免受炮崩、挤摔、磕碰或车轧等意外损伤。
5.3.3.2.7安全措施
⑴钻孔前，必须确保顶板与巷帮的稳定，将工作面刮板运输机停电并将其开关手把打至零位,进行安全作业。
⑵顶板锚杆钻机禁止平置地面，以防一旦通气并误操作后气腿突然伸出而造成伤害事故。 ⑶ 钻孔时，不准用带手套的手试握钻杆。开眼位时，应扶稳钻机。钻进中不要一味加大气腿推力，以免因推力不匀降低钻孔速度，造成卡钻、断钎、顶弯钻杆、崩裂刀刃等事故。
⑷机子加载或卸载时，会出现反扭矩，但均要把稳摇臂取得平衡。严禁突然加(卸)载，操作者必须注意站位，合理握持把稳摇臂。
⑸机子回落时，手不要扶在气腿上，以免伤手。
5.3.3.3施工前的准备工作
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⑴准备好施工所需的一切材料、机具及相关设施，并保证质量。
⑵对施工人员进行技术培训，使其掌握施工工艺及要求，掌握有关机具的使用操作方法，以便在井下施工中保证质量。
5.3.3.4支护工艺流程
1.顶板支护的工艺流程
机掘并出煤（为便于打顶部和巷帮上部锚杆可留部分煤矸）→敲帮问顶找掉→铺联网→上钢筋托梁→出矸(为打顶部和巷帮上部锚杆先出部分矸，在能进行打注锚杆时，必须先打注锚杆再出矸)→按钢筋托梁限定孔位打支护锚杆孔→清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用尾部事先套上托盘并拧上螺母的锚杆头部顶住树脂药卷送入孔底→升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚杆尾部→用锚杆钻机带锚杆搅拌锚固剂至规定时间 (15～30秒)→停止搅拌但保持钻机推力等待1分钟→用钻机拧紧螺母（预紧力矩不小于120N?m）→安装其它永久支护顶锚杆。
2.锚索施工工艺流程
定锚索孔位→钻孔并清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用锚索头部顶住锚固剂并送至孔底→升起钻机并用搅拌器联接钻机和锚索尾部→转动钻机搅拌树脂药卷(15－30秒)→停止搅拌保持推力等待1分钟→收缩钻机卸下搅拌器→等待15分钟→套上托板→安装锁具→用锚索涨拉千斤涨拉锚索至预紧力为100－120kN。
3.帮部支护工艺流程
定眼位→钻孔并清孔→往钻孔内放入树脂药卷→用尾部事先套上锚杆安装器的锚杆头部顶住树脂药卷送入孔底→ 采用气动手持式煤帮锚杆钻机套住锚杆尾部的锚杆安装器→用锚杆钻机带动锚杆搅拌锚固剂至规定时间(41－90秒)→停止搅拌并取下锚杆钻机等待2分钟→卸下锚杆安装器→上钢带→上铁托盘、螺母→采用机械扳手或力矩扳手拧紧螺母（预紧力矩不小于80N?m）→安装其它帮锚杆。施工帮锚杆时，由上向下逐根进行。
5.3.3.5施工技术要求
1.顶锚杆、帮锚杆和锚索的打注可以平行作业，并且顶锚杆及锚索必须同步到位，严禁滞后作业，严禁空班、隔班支护。为了保证工作面修帮的需要帮锚杆可以滞后顶锚杆两排打注。
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掘进：采用掘进机掘进，要求按设计尺寸施工一次成形，保证成形质量，不得超挖或欠挖，巷道掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过200毫米。
2.安装顶板锚杆：
⑴ 锚杆应紧跟工作面迎头及时支护，最大控顶距不得超过1.8米，当顶板较破碎时，应适当缩小控顶距。
⑵ 锚杆机钻孔时，先用1.0m的短钎杆，后换2.0m的长钎杆，采用Φ27mm的钻头。钻孔时升起锚杆钻机，使钻头插入相应的钢筋托梁孔位置进行钻孔，孔深要求为1874－1904mm，并保证钻孔角度，钻到预定孔深后下缩钻机，同时清孔，清除煤粉和泥浆。
⑶ 放树脂药卷时，先放入一支CK2335快速药卷，再放入一支Z2360中速药卷。锚杆体套上托板并带上螺母，杆尾通过联接套与锚杆钻机机头联接，杆头端插入已装好锚固剂的钻孔中，升起钻机将孔口处药卷送入孔底。
⑷ 利用锚杆钻机搅拌树脂药卷时必须严格按厂家要求控制搅拌时间(15～30秒)，同时要求搅拌过程必须连续进行，中途不得间断，等待1分钟左右后用锚杆机拧紧螺母，拧紧力矩应达到100N?m，使锚杆具有一定的预紧力。检查预紧力时使用力矩板手。
⑸ 锚杆排距误差不得超过设计值的±50mm，间距按钢筋托梁布置的间距施工，锚杆外露不大于50mm，不小于20mm。
3.锚索安装
⑴ 锚索应紧跟掘进工作面安装，严禁滞后。
⑵ 钻机钻孔时配B19中空六方接长钻杆和Φ27mm双翼钻头，孔深控制在5934－6084毫米内。
⑶安装树脂时，先放入一支CK2335快速药卷，再放入两支Z2360中速药卷，然后插入锚索将树脂推入孔底。
⑷锚索下端用专用搅拌器与锚索钻机相连，然后开机搅拌，搅拌时先慢后快，待锚索全部插入索孔后，采用全速旋转搅拌至规定时间(15～30秒)。停止搅拌后等待1分钟左右，收缩钻机，卸下搅拌器，搅拌后锚索外露长度应控制在350mm以内。
⑸涨拉锚索。等待15分钟后，装上托板、锁具，用涨拉千斤涨拉锚索至设计预紧力(100～120kN)，之后卸下千斤顶。
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⑹锚索间距误差不得超过设计值±50mm。
4.安装帮锚杆：钻孔时孔深要求1500±30mm，并保证钻孔角度。应先安装上部帮锚杆，再安装下部帮锚杆，确保施工安全。
5.顶帮锚杆、锚索的托盘必须密贴顶板(钢筋托梁)，且必须保证将螺母拧紧。
6.支护作业前，班组长要组织有经验的老工人进行敲帮问顶，观察顶帮压力情况，防止顶帮掉矸事故发生，确认安全后，方可按施工工艺流程进行打眼、注锚杆等作业。
7.锚杆钻机、风钻打眼严格按厂家提供的说明书和相关工种操作规程及其工种岗位责任制进行操作，严禁违章作业。
8.使用锚固剂锚固锚杆前，必须先将钻孔冲洗干净。
9.打眼时，领钎工要按所标定或限定眼位准确着眼，并与打眼工密切配合，注意顶板及两帮情况，防止蹬空、断钎、顶板掉矸等事故发生。
10.严格执行钻开水开，钻停水停，加强工作面及低凹区积水排除工作。
11.施工时，工作面人员多，各工序之间一定要密切配合，严禁无序混乱作业，班组长要组织指挥得当，防止意外事故发生。
12.严禁使用不合格的支护材料及配套设施。
13.打注锚杆、锚索后，验收员或班长必须现场编号，上井后必须填写记录，以便抽检发现问题后责任落实到人。
14.对失效或不合格的锚杆、锚索，必须按标准重新补打合格。
15.巷道顶角锚杆允许偏差±5°,帮上部锚杆允许偏差±5°，帮部下面一排锚杆距底板允许偏差±50mm。顶帮部锚杆外露≥20mm，并且≤50mm。
16.为了保证安全生产，同时为将来完善设计提供依据，必须配备必要的矿压观测设施，即每隔30m安设一顶板离层仪(布置在巷道顶板中央位置)，现场设置观测牌板，并作好记录。
5.3.3.6施工组织
1.打眼工必须按《锚杆钻机打眼操作规程》及前述锚杆钻机技术要求对锚杆钻机作使用前的检查，接好风水管路，试运转正常后，方可将钻机运至工作面，根据施工技术要求和定出的眼位进行打眼。
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2.打眼时，一人抓钻机的控制手把，一人抓钻机的扶手，操作人员先轻轻旋转左右控制开关，将气腿升起。钻头顶住顶板或巷帮。然后逐渐按下手把上的板机，启动风动马达。推进时要注意听钻机声音，不能用力过猛。
3.钻进中要随钻孔的深入更换或加长钻杆，眼打够深后，停止推进，使钻旋转退出钻杆，工作人员按工艺流程及施工技术要求进行注锚杆施工。
4.锚杆布置应与煤岩层面或主要裂隙面及巷道周边垂直(顶部边角锚杆、帮部最上一根锚杆则应与煤岩层面呈一定角度)。
5.每支护300根顶锚杆抽检三根进行一次拉力试验，具体由原煤生产井矿压组负责。
6.采用风钻、锚杆钻机打眼时，要严格执行相应操作规程。
7.整个打注锚杆施工过程，必须在班长的直接指挥下，必须由有经验的老工人负责观山，锚杆钻机1人操作，1人协助，风钻要两人操作。钻眼时，除操作人员，其余人员要撤离工作面，操作人员必须掌握钻机有可能的倒向。要严格按《煤矿安全规程》第44条要求进行施工，且要将工作面刮板运输机闭锁停电，以防误动作伤人，要保持退路畅通，发现异常立即撤人。
5.3.3.7施工安全技术措施
1.必须定期进行井下锚杆锚固力拉拔试验，每次数量不少于3根，如果发现锚杆实际锚固力与设计值相差较大，必须停止作业，查明原因，采取措施。
2.为了保证施工质量，须对锚杆锚固力进行抽检(5％的比例)，抽检指标为顶锚杆锚固力不低于100kN，帮锚杆锚固力大于50kN，发现不合格锚杆，应在其周围补打锚杆(300mm范围内)。
3.掘进时形成的巷帮超宽或片帮超宽，应及时处理，可采用加长钢筋托梁和补打锚杆的方法进行补强。每侧帮超宽400mm必须补打1根锚杆。
4.为加强锚杆支护后巷道的支护，采用主动支护与被动支护相结合，在巷道内压力大的地点根据实际情况加支HZWA－2800金属摩擦点柱进行维护顶板，点柱必须支设在实底上，采用HSY—512型5t液压升柱器升紧锁牢，其初撑力不小于50kN，柱头采用10#铅丝与顶网捆紧。
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5.巷道地质条件发生变化时，应根据变化程度，调整支护参数或采取应急措施及时处理，采用锚索加固，缩小排距。若顶板破碎后冒落无法正常施工时，另行制定安全技术措施。
6.施工中，每隔30m在顶板安装一个离层指示仪，观测围岩移动情况，一旦发生异常现象，观测人员立即报告有关科室及领导，以便采取相应有效的措施。
7.涨拉锚索时，要两人协作，涨拉油缸应与钢绞线保持在同一轴线上，加压后，工具锚卡住纲绞线后方能松手，并用8#铅丝将千斤绑在顶板上。操作人员要避开涨拉油缸轴线方向，以保证安全。
8.涨拉时，发现不合格锚索，必须在其附近300mm的范围内补打合格锚索。
第六章 顶板支护质量监测
6.1监测前的准备工作
按要求准备好监测仪器和测点安设物品，提前准备好矿压监测表格，以备井下监测时使用。
6.2顶板离层监测
6.2.1巷道监测内容：顶板离层
内容：监测锚固区内外顶板岩层位移。
6.2.2 顶板离层
（1）采用顶板离层指示仪测试顶板岩层锚固范围内位移值。
（2）离层仪安装
钻孔：采用B19接长钻杆，Φ27毫米钻头采用锚杆机在巷道中央位置处打垂直顶板钻孔，深度7m。
深部基点：用安装杆将深部基点锚固器推入至2－3m处，抽出安装杆后，用手拉下钢绳，确认锚固器已固定住。
孔口套管：安装孔口套管，使其紧贴岩面。
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对准刻度，将浅部基点刻度（A刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳，将深部基点刻度（B刻度）坠与浅部基点刻度坠下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳。
初读数:记录下最初读数，并标在牌板上。
（3）安装注意事项
a、离层仪安装位置距迎头不得超过1.5米，否则无法捕捉顶板离层全过程。
b、钢绳应事先盘好，推入锚固器过程逐圈展开，以防纠缠打结；推入锚固器时，安装杆不能回拉，否则锚固器会从安装杆上端的槽中脱出，而导致锚固器很难安装到位。
c、浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上做好标记。安装后，两刻度坠应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象。
（4）观测频度：距掘进工作面50米之内，每班观测一次。在50米以外，离层未有明显增长的趋势，顶板离层仪观测频度可减少为每周1—2次。
6.2.3日常监测
（1）锚杆锚固力抽检：巷道掘进施工中，我队及相关部门安排专人按不少于5％的比例和不大于2天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽测，抽测时只能做非破坏性拉拔，顶锚杆达到100KN停止拉拔，帮锚杆达到50KN停止拉拔。
（2）顶板离层：顶板离层指示仪除将综合监测外，还用作日常监测，巷道开口处及每隔30米安设一套顶板离层指示仪，在距掘进工作面50米内，每天一次观察离层值。50米外，除非离层松动仍有明显增长的趋势，一般可停止测读具体数据，而改变观察两个刻度坠的颜色。离层仪以红、黄、蓝三色表示顶板离层松动的严重程度。其中，蓝色表示松动离层较小，处于稳定状态，黄色表示离层松动达警戒值，红色则表示离层松动值较大，进入危险状态。
（3）锚杆预紧力检测：巷道掘进中安排专人按不小于30％的比例和不大于2天的时间间隔，用力矩扳手对锚杆螺母预紧力进行检测，顶锚杆大于120N?m，帮锚杆大于80N?m即为合格。
锚索预紧力检测：检测按照10%的比例进行，如发现预紧力不合格时，要及时升紧达设计要求，并把抽检范围内的锚索全部抽检一次，如发现预紧力不合格时，要及时升紧达设计要求。
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6.2.4锚杆支护施工质量检测
（1）锚杆拉拔力抽检
锚杆拉拔力检测采用锚杆拉拔计在井下施工巷内完成。每月对我队施工巷进行一次拉拔观测，一次抽样一组（3根），拉拔加载至锚杆杆体屈服为止。此项工作由相关部门负责进行。巷道开口30米范围内及锚杆支护设计、支护材料发生变更，巷道围岩地质条件发生明显变化时，如遇断层、破碎带、褶曲等地质构造，巷道顶板出现较大淋水，应作相应的拉拔试验。顶锚杆大于126KN,帮锚杆大于72KN即为合格。若锚杆被进行拉拔试验后，要及时补打合格。
被检测的3根锚杆都应符合设计要求，只要有一根不合格，再抽样一组（3根）进行试验，若再不合要求，就必须组织有关人员分析锚杆施工质量不合格原因，并采取相应的措施进行处理。
（2）锚杆锚固力日常抽检
锚杆锚固力抽检采用锚杆拉拔计在井下进行锚杆锚固力抽检。抽检抽样本为1％，每300根抽样一组（3根）进行检查，不足300根按300根计算。拉拔时只做非破坏性拉拔，顶锚杆达100KN，帮锚杆达到50KN即为合格。
抽检中，发现不合格的锚杆，在其周围补打合格锚杆并加倍抽检，如仍有不合格，则报相关部门分析原因，采取措施，抽检时锚杆外移量不应超过20mm，超过则视为失效，抽检结束后应及时重新拧紧螺母。
（3）锚杆预紧力检查
锚杆预紧力检查采用力矩扳手，每小班各抽样一组（3根）进行螺母力矩检测，其中顶部锚杆要求不小于120N?m，帮部锚杆要求不小于80N?m即为合格，每组中有一个螺母力矩不合格就再抽查一组（3根）。若仍发现有不合格，应将本班安装所有螺母再重新拧紧一遍。
（4）锚索安装质量检测
锚索间距、排距、安装角度及外露长度等要符合要求，锚索涨紧过程即为预紧力检测过程，要求预紧力最低值不低于设计值的90％。
第七章 通风系统
7.1通风方法：采用抽出式通风。
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7.2工作面所需风量计算及风机选择：
7.2.1按瓦斯、二氧化碳涌出量计算
根据地质说明书提供数据，瓦斯相对涌出量为2.0m3/t，二氧化碳相对涌出量为1.1m3/t，则(以下计算时，巷道断面面积的计算取三个不同断面的最大值进行验算，即：毛断面验算时取2－2断面，净断面验算时取1－1断面)：
Q掘1＝100?qCH4?k掘进日产量?q1
＝100?24?60 ?2.0? 11.16?0.7?12?1.5?2.0
＝100??2. 0?24?60 ＝39.06（立方米／分）
Q掘2＝1000?qCO2?k掘／15 ?日产量?q2
＝ 1000?15?24?60?2.0?11.16?0.7?12?1.5?1.1
＝1000??2.015?24?60
＝14.32（立方米／分）
7.2.2按最低风速计算：
Q掘＝60?V?S净＝60?0.25?9.32＝139.8（立方米／分）
式中：Q掘——掘进工作面配风量 立方米/分
S——掘进巷道净断面面积 取9.32平方米
V——《煤矿安全规程》规定的煤巷风速 取0.25米/秒
7.2.3按人数计算实际需风量
Q掘＝4?N
＝4?32
＝128（立方米／分）
式中：Q掘——掘进工作面需风量 立方米／分
N——掘进工作面同时工作的最多人数 取32人
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经过计算对三种结果进行比较，取计算结果的最大值Q掘＝139.8立方米／分，为该工作面的需风量。
7.2.4局部通风机型号及台数
n?Q吸≥1.25Q 需
1?210≥1.25?139.8
式中：Q吸——局部通风机吸风量210立方米／分
Q需——掘进工作面配风量139.8立方米／分
n——局部通风机数取1台
7.2.5计算掘进工作面风量
Q掘≈n?Q吸
Q掘≈1?210＝210（立方米／分）
7.2.6计算安装局部通风机巷道需风量
Q巷＝60?S?V+N?Q吸
＝60?8?0.25＋1?210
＝330（立方米／分）
7.2.7其它配风，根据凤煤通字〔2005〕第4号文规定，本工作面配电点配风量为不小于80立方米／分。
7.2.8抽压风筒重叠段风速计算
Q压－Q抽 190－70
V重＝60?S重 ＝ 60?（S重?K－S抽－S压）190－70
＝60?（9.32?0.9－3.14?0.3?0.3－3.14?0.29?0.29）
≈0.255米／秒
V最高＝4m／s＞ V重＞V最低＝0.25m／s 符合《煤矿安全规程》规定
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经过计算对三种结果进行比较，决定取Q掘＝139.8立方米／分为该工作面迎头风量，考虑掘进巷道、风筒漏风等因素，要满足工作面迎头风量，现场采用一台FD-Π型压入式风机，其风机功率为28千瓦，吸风量210立方米／分钟，出风量为190－200立方米／分钟，压风筒直径为600毫米，可满足供风需要。除尘风机采用SCF－6A型除尘风机，风机功率为18.5千瓦，抽风量60－70立方米／分，抽风筒选用直径580毫米。
综上所述，本掘进工作面应配备FD-Π型局扇一台作为压入式风机满足供风需求。除尘风机采用SCF－6A型除尘风机，风机功率为18.5千瓦。
7.3风机安装位置、风筒出口距工作面距离：
7.3.1压风机安装在5106巷内，距示范掘进工作面巷口不小于10米的上风侧。
7.3.2抽出式风机最初安装在5106巷内，随工作面的掘进向示范掘进工作面前移，保证除尘风机的抽风距离为不超过300米。
7.3.3压入式风筒采用直径600毫米橡胶风筒，出风口距工作面煤壁不大于15米，且根据巷道断面，通风距离和通风机性能随时调整，保证风筒出风口到工作面的距离始终在风流的有效射程内。
7.3.4抽出式风筒采用直径580毫米的伸缩风筒，吸风口距工作面煤壁距离不大于3米。
7.3.5压入式风筒和抽出式风筒重叠段长度不小于50米，压入式风筒和抽出式风筒重叠段巷内风速符合《煤矿安全规程》规定，压风筒采用双反边接头联接，抽风筒采用插接法联接，风筒吊挂应执行逢环必挂，缺环必补，吊挂平直，拉紧吊稳的原则。
7.4通风系统及风流方向
新鲜风流：地面→主（付）井→东绕道→旧主石门→5105巷→5106巷→压风机→压风筒→工作面。
污风风流：工作面→抽风筒→除尘风机→示范机掘工作面→5106巷→轨道回风巷→南回风井→地面
7.5安全监控设备布置及断电范围
7.5.1安全监测仪器的数量和种类
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本工作面配备一套KJ31型监控系统，一台P2140KP型甲烷传感器，一台DJS—3型断电仪，一台KGT—E型开停传感器。
7.5.2甲烷超限时断电范围及甲烷传感器安装位置
工作面甲烷传感器挂在距抽风筒入风口不大于1米的距离，距顶板不大于300毫米，距巷帮不小于200毫米，悬挂处必须确保顶板完整干燥，无淋水、支护安全有效。瓦斯探头报警浓度为CH4≥1.0%，断电浓度为CH4≥1.5%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备，复电浓度CH4＜1.0%，恢复通风时，要严格执行《煤矿安全规程》中第140、141条有关规定。
7.5.3安装质量标准及使用维护制度
（1）严格按质量标准安设，每班必须根据掘进进度严格按规定移甲烷传感器，并责任到人，任何人不得随意损坏甲烷传感器和断电仪。
（2）甲烷传感器及断电仪每天由专人检修维护，发现问题立即向调度室汇报，以待妥善处理，监测队要负责甲烷传感器的校对，每周至少校对一次。
（3）每班由专人清理隔爆罩上的煤尘，特别是探头吸收盖上的煤尘，防止堵塞进气孔。
第八章 压风、供电、供水、排水、安全监控设备布置及能力
8.1压风系统
工作面所需压风采用4寸的铁管，按插图2－3所示位置布置，保证巷内工作面用风，且每隔100米安设支管和阀门。
供风系统：地面压风机房→副井（φ200毫米管路）→材料平巷（φ200毫米管路）→主石门（φ200毫米管路）→南大巷（φ108毫米管路）→二水平主回风巷（φ108毫米管路）→二水平回风暗斜井（φ108毫米管路）→轨道回风巷（φ70毫米管路）→5106巷（φ70毫米管路）→工作面（φ70毫米管路）。
8.2供电系统
电源来自一水平中央变电所。工作面掘进机组电压660V，电源电缆70平方毫米，拖移电缆7?50平方毫米，其它设备工作电压均为660伏，所用电缆规格70－4平方毫米。 35
供电系统：地面35KV变电所→一水平中央变电所→示范机掘工作面移变→示范机掘工作面→各路设备。
8.3供水系统
地面静压水池→副井（φ200毫米管路）→材料平巷（φ200毫米管路）→主石门（φ200毫米管路）→南大巷（φ108毫米管路）→二水平主回风巷（φ108毫米管路）→二水平回风暗斜井（φ108毫米管路）→轨道回风巷（φ70毫米管路）→5106巷（φ70毫米管路）→工作面（φ70毫米管路） 。
8.4排水设备布置及能力
掘进中少量出水，可随煤运走，工作面必须备有一台3KW潜水泵，将巷内低洼处积水经φ45mm排水管排至示范机掘工作面巷道水沟内。
工作面→示范机掘工作面巷道内水沟→5106巷水沟→轨道回风巷水沟→东大巷水沟→中央水仓。
第九章 安全技术措施、避灾路线及质量标准
9.1预防瓦斯事故的安全措施
9.1.1加强通风管理，完善通风系统，工作面及其它地点配风量必须符合规定，任何人不得随意停、开局部扇风机和损坏风筒，瓦检员要定期检查瓦斯。
9.1.2加强瓦斯安全监测，管好、用好便携式甲烷检测仪和甲烷断电仪，严格执行甲烷电闭锁,杜绝瓦斯超限作业。开工前，班长必须检查工作面瓦斯，确认浓度小于1.0％时，施工人员方可进入工作面。
9.1.3施工人员必须随身携带自救器。
9.1.4严格执行风电闭锁，严禁任何人随便开停局部通风机。因故停风时，必须撤出工作面所有人员至全负压通风巷道中，并在巷道口设警标或设警戒拦人，防止其他人员进入无风区。在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0％和最高二氧化碳浓度不超过1.5％时，且局部通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度都不超过0.5％时，方可人工开启风机。当瓦斯浓度超限时，必须立即报告矿调度台、通风区，由通风区派人处理。
9.1.5严格执行《煤矿安全规程》中的有关通风瓦斯管理规定。
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9.1.6加强机电管理，杜绝电气事故和失爆现象，停送电严格执行《凤凰山矿停送电制度》。
9.1.7如果发生瓦斯事故，施工人员必须佩戴好自救器按避瓦斯灾害路线撤退。
9.2预防透水的安全技术措施
9.2.1地质人员要及时深入现场提供水情，根据原煤井安排配合队组进行探放水工作。
9.2.2严格执行“有疑必探，先探后掘”的探放水原则，探放水工作必须由专人负责。
9.2.3遇有透水征兆时（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水，水色发浑，有臭味等异状）。必须立即停止作业，查明原因，采取措施，向矿调度台汇报，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
9.2.4如发生水灾事故时，施工人员必须积极组织抢救，及时汇报，必要时按避灾路线有组织撤退。
9.3预防顶板事故的安全技术措施
9.3.1预防冒顶堵人的安全技术措施
⑴ 若巷内有支架变形严重，棚子松动倒塌，必须立即组织人员根据具体情况进行套棚或修棚。修复巷内支护前，要先对需修棚以外10米内的棚子加固，并找掉顶帮的活矸、活煤，再由外向里逐架修复，同时里边不得有人，并执行《煤矿安全规程》第43、92、93条规定。
⑵任何人到达工作地点，都必须对周围的顶帮及支护进行检查，发现问题及时处理，支架间若有活矸、活煤必须立即找掉。
⑶坚持使用临时支护，严禁空顶作业和超控顶作业。
⑷施工过程中，要时刻注意顶帮及工作面支护变化情况，发现异常现象，立即停止工作并进行处理。
⑸如工作面压力增大，顶板破碎或出现其它特殊情况时，另行制定相应措施。
9.4应急处理冒顶事故的安全技术措施
⑴井下应急材料堆放在轨道回风巷内，距工作面不大于100米处，应急材料应挂牌堆放整齐，任何人不得擅自挪用，其应急材料为：单体摩擦柱20根和1.5米板梁30根。 37
⑵当事故发生后，全体人员应保持清醒的头脑，不可慌张，应冷静的分析判断，并清点工作面人数，准确地判断冒顶范围和程度，判断是否有人被压堵，并及时派专人用电话将情况汇报队值班及安全调度中心。
⑶经准确分析判断后，确认有职工被堵在冒顶区内，且冒顶区已冒实的情况下，在冒顶外区域人员应迅速将工作面的静压水管阀门关掉，然后将工作面的静压水管和排水管拆开，并将风筒的出口对准静压水管或排水管拆开处，将新鲜风流输送到冒顶区内，并采用敲击静压水管和排水管等办法通知被堵人员，被堵人员在冒顶事故发生至送入新鲜风流期间，应正确佩戴自救器进行自救，在救助人员到达之前，冒顶外区域人员应按照正规处理冒顶的方法进行处理。
⑷被堵人员应保持沉着冷静，尽量找安全地点静坐，减少个人呼吸量，以延长待救时间，防止窒息。
⑸被堵人员还应发出灯光，敲击声等信号，以便被人及时发现和抢救。
⑹受灾人员应节约使用矿灯，尽可能用一盏亮灯，以延缓待救时间。
⑺经准确分析判断后，确认有职工被堵在冒顶区内，且冒顶区冒落的煤矸量不大时，人员可轮流清理，扒出通道，进行自救，但必须同时注意顶板。
⑻经分析判断如果是小面积冒顶埋人事故，应迅速将应急材料(板梁、摩擦柱)运到位，用工字钢梁及摩擦柱支设空顶区，可根据实际情况支设成三角形或矩形状的临时支护，并用板梁密背，迅速出矸出煤开始收寻抢救工作。
⑼如遇大面积冒顶埋人事故，应按照正规处理冒顶的方法进行处理。
⑽在应急处理冒顶事故前，首先应认真检查冒顶区临近的支护情况，并用加设点柱的方法加固支护不牢固的棚子，控制好顶板，确保事故不再扩大，然后尽快处理，救出人员，点柱要用应急材料金属摩擦柱，并支在实底上，用液压升柱器升紧锁牢，并用10#铁丝将柱头与棚梁捆紧。
⑾所有工作人员在作业过程中应确保退路畅通，并在作业过程中派有经验的老工人观察顶板。
⑿按照加固支护→出矸(出煤)→安全检查→架棚→安全检查→勾顶的顺序逐架进行。 38
⒀当出矸(煤)达到规定的棚距时，前移前探梁上梁护顶，开始勾顶工作，勾顶期间，勾顶人员与递料人员应配合一致，勾好顶后，用背板、木楔将井字木垛与顶板接实接严。
⒁勾顶过程中，要时刻注意顶板的情况，一旦发现可疑情况，要立即停止作业，待隐患处理好后，方可继续作业。
⒂重复上述工序逐架进行，在出矸(煤)时工作人员要保持轻、快，以确保既快速出矸，又不伤害被埋人员。
⒃如遇大面积冒顶非伤亡事故，即既没有被埋人，被堵人的现象，则应立即停止作业，另行制定专门措施，加强支护，由外向里，按措施进行处理冒顶。
⒄在抢险过程中，作业人员只有在确认安全的情况下方可作业，杜绝冒险去抢险，以免再次扩大事故。
9.5预防火灾的安全技术措施
9.5.1油脂存放点、皮带机头、移动变电站各配备两个干粉灭火器，配备砂箱1个，消防锹2把，砂箱里砂量不少于0.2立方米，皮带机头必须配备专用水管，并接有多孔喷水管。机头处安设两根长度不小于25米的胶管，并且有一根始终接在水管便头上，皮带使用阻燃性皮带，皮带机头上方安装一套多孔喷射灭火水管，所有人员必须熟悉干粉灭火器的存放地点及使用方法。
9.5.2皮带机头硐前后20米范围内必须采用不燃性支护材料，移变硐室和油脂存放点必须采用不燃性支护材料进行支护，工作巷内静压水管每隔50米安装一个支管和阀门。
9.5.3所有设备电缆必须保持完好，不准有鸡爪子、羊尾巴、明接头，电气设备不准有失爆，不准带电搬迁电气设备。井下存放的棉纱、布头和纸等易燃物品必须存放在盖严的铁箱内，不得乱扔乱放，所有上班人员不准携带易燃物品和穿化纤衣服。
9.5.4皮带上下托辊转动灵活，皮带下、机头、机尾下不准有浮煤。
9.5.5一旦发生火灾时，必须立即切断示范掘进工作面我队施工段巷内除压入式风机外的所有设备电源，并及时汇报，并根据火情，积极组织灭火，当危及到人身安全时，必须立即戴上自救器，按发生火灾事故时的避灾路线撤退。
9.6综合防尘措施
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9.6.1机组割煤前，必须开内外喷雾灭尘，使用湿式除尘器，湿式除尘器要接水管。机组割煤时放水，不割煤时关闭。
9.6.2抽出式风筒必须班班及时延长，确保风筒吸风口距工作面距离符合规定要求，除尘风机必须在割煤时供水，不停割煤时关闭水。
9.6.3各运煤转载点，要设置喷雾洒水装置，若出湿煤、水煤时，可以不洒水，距工作面50米范围内要安装一套净化水幕，除尘风机前5米处安装一套净化水幕，各岗位人员要坚持使用责任范围内的各种防尘措施。
9.6.4加强个人防护，上班时要佩戴防尘口罩。
9.7运输防跑车的安全措施
9.7.1所有运输用调度绞车，都必须用地锚固定，锚杆不少于6根，且要牢固可靠，每根锚杆的锚固力不小于40千牛。
9.7.2绞车各部件必须保证完好，闸把灵敏可靠，往返声光组合信号灵敏有效。
9.7.3提放车辆必须严格按绞车牌板规定数目进行，严禁超挂车辆，车与车、车与钢丝绳之间连接，必须用完好的标准连接装置。
9.7.4调度绞车安装必须符合《煤矿安全规程》的有关规定。
9.7.5倾斜巷道提放车辆，必须使用挡车装置和跑车防护装置等设施，并挂保险绳，必须使用标准插销和链环。
9.8避灾路线和行人路线
9.8.1发生瓦斯、煤尘、火灾事故的避灾路线
工作面→示范机掘工作面巷→5106巷→联络横川→5105巷→旧主石门→东绕道→旧主井→地面。
9.8.2发生顶板、水灾事故的避灾路线
工作面→示范机掘工作面巷→5106巷→轨道回风巷→中部车场行人横川→旧主井→地面。
9.8.3行人路线
地面←→旧主井←→中部车场行人横川←→轨道回风巷←→5106巷←→示范机掘工作面巷←→工作面。
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9.9提高工程质量措施
9.9.1工程质量标准执行原煤炭部部颁质量标准及集团公司有关规定。
9.9.2人人应知质量标准，把搞好工程质量放在首位。掘进过程中，司机割煤时严禁超挖、欠挖，保证巷道成形质量，严禁留煤顶掘进。
9.9.3班班有质量验收员，对不合格的工程要责令班组进行整改达质量标准，接班后，班长要认真听取验收员移交上一班的质量情况，以便及时处理遗留问题。。
9.9.4验收员必须严格按标准进行验收，对不合格的支护必须及时修复或采取补救措施，不得推迟。
9.9.5任何人不得随意动激光和中线，如发现问题，及时汇报，以便及时妥善处理。
9.10提高煤炭质量的措施
9.10.1掘进过程中，各转载点洒水喷雾，出煤时坚持使用，不出煤时关闭。若皮带拉出的煤为水煤、湿煤，则关闭喷雾。
9.10.2不得将铁丝、棉纱、背板、木楔等杂物运到溜煤眼。溜子、皮带司机要眼观机头，发现有杂物立即停机捡出。
9.10.3巷道掘进高度不得超过规定的范围，严禁割顶。
9.10.4各转载点要安装缓冲装置，减少煤体多次破碎，提高块率。
9.10.5严格按截割运行曲线进行截割，集中装运煤，减少煤体破碎撞击次数。
9.10.6巷道内铁丝、木楔、煤泥等杂物严禁上皮带。
第四部分 实习总结
对于此次学校组织前往晋煤集团下矿认知实习，我心里非常的激动也非常的重视。虽然之前自己从基层单位过来的下过井，但是通过此行值得大家学习的地方还是很多的，例如在企业文化建设和安全管理、职业病防治等方面。
非常感谢此次负责带领我们下矿实习的老师们，他们都是有着丰富的理论知识和实践经验，整个实习过程氛围感觉很轻松。到了凤凰山矿后，负责我们实习单位的科教中心的老师 41
也很负责任，他们带着我们到澡堂更衣室换衣服、充灯房领取矿灯和自救器，引导我们实习
小组到示范工作面，在这过程期间，只要是同学们提出的问题他们都会耐心地逐一答解，直
到我们最终满意为止。
在入井参观学习升井后，我们在科教中心老师的带领下去餐厅吃饭，途中我仔细观察了
一下矿区建设情况，由于生活区和生产隔离开的，这样矿区环境显得非常干净，车辆停放整
齐有序。虽然此次实习的时间比较短暂，但是还是学了许多东西，结合现场实际加强我了对
所学专业知识的认识，同时也了解到课本学到再多的东西，关键应该是将知识熟练掌握并应
用到矿井安全生产的实际中，只有这样才能更好的服务于企业。
（请同学们结合个人实习情况进行相关修改，祝大家工作学习愉快哦！） 42