编号： 档号：
*****矿业有限公司
23201胶运顺槽
掘进作业规程
施 工 单 位： 掘 进 队 编 制 人： 编 制 日 期：2019年8月28日
作业规程会审签字表 会审地点： 会审时间： 会审内容： 部门（职务） 总工程师 安全矿长 生产矿长 机电矿长 调 度 室 通风副总 负责人签字 部门（职务） 安 监 科 地测科 生产技术科 机电副总 掘进队 负责人签字 会审意见 整改结果 执行负责人签字： 执行起始时间：
目 录
第一章 工程概况 ............................................................... 1
第一节 概述 ................................................................. 1 第二节 编写依据 ............................................................. 1 第二章 地面相对位置及地质情况 ................................................. 2
第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 ....................................... 2 第二节 水文情况 ............................................................. 2 第三节 地质情况 ............................................................. 3 第四节 瓦斯、煤尘、煤的自然倾向及地温 ....................................... 3 第三章 巷道布置及支护说明 ..................................................... 4
第一节 巷道布置 ............................................................. 4 第二节 矿压观测 ............................................................. 4 第三节 支护设计 ............................................................. 4 第四节 支护工艺 ........................................................... 9 第四章 施工工艺 .............................................................. 14
第一节 施工方法 ............................................................ 14 第二节 施工方式 ............................................................ 14 第三节 装载与运输 .......................................................... 15 第四节 管路与电缆敷设 ...................................................... 15 第五节 设备与工具配置 ...................................................... 16 第五章 生产系统 .............................................................. 17
第一节 通风 ................................................................ 17 第二节 压风与供水 .......................................................... 19 第三节 瓦斯防治 ............................................................ 20 第四节 综合防尘 ............................................................ 21 第五节 防灭火 .............................................................. 22 第六节 安全监控 ............................................................ 23 第七节 供电 ................................................................ 23 第八节 排水 ................................................................ 24
第九节 运输 ................................................................ 24 第十节 通讯 ................................................................ 24 第六章 劳动组织及正规作业循环 ................................................ 25
第一节 劳动组织 ............................................................ 25 第二节 循环作业 ............................................................ 25 第三节 主要技术经济指标 .................................................... 26 第七章 安全技术措施 .......................................................... 27
第一节 一 般 规 定 ......................................................... 27 第二节 “一通三防”安全技术措施 ............................................ 27 第三节 顶板管理安全措施 .................................................... 28 第四节 机电管理安全技术措施 ................................................ 29 第五节 综掘机安全技术措施 .................................................. 30 第六节 防爆车运输安全技术措施 .............................................. 31 第七节 其他工种操作安全注意事项 ............................................ 32 第八章 灾害应急措施及避灾路线 ................................................ 35
第一节 灾害应急措施 ........................................................ 35 第二节 避灾原则及路线 ...................................................... 39 附：
附图1：巷道布置平面图
附图2：3-1煤层综合水文地质柱状图 附图3：巷道断面及支护图 附图4：断面截割轨迹图 附图5：运输系统示意图 附图6：通风系统示意图 附图7：安全监控布置示意图 附图8：供电系统示意图
附图9：煤巷掘进正规循环作业图表 附图10：避灾路线示意图
第一章 工程概况
第一节 概述
一、巷道名称:23201胶运顺槽掘进工作面 二、巷道位置
23201胶运顺槽掘进工作面位于3-1煤层井田北部，23201首采工作面与下一采掘23201辅运顺槽工作面之间。
三、巷道主要用途
运输，通风。 四、设计工程量
23201胶运顺槽设计长度：2376m 不包含附属工程。
倒车硐：长65m (120m设置一个，每个倒车硐高*宽*长=3.2m*5m*5m) 五、服务年限为：1.5年。
六、巷道掘进方式：采用EBZ-200A型掘进机施工。 七、开、竣工时间
计划开工日期：2019年9月12日；计划竣工日期：2020年4月12日。 附图1：巷道布置平面图； 附图2：工作面地质说明书；
第二节 编写依据
一、根据设计图纸、水文地质资料、通风资料。 二、现行的施工规范。
三、《煤矿安全规程》、《安全生产法》、《煤炭法》《矿山安全法》、《安全监察条例》等有关资料。
四、《矿山井巷工程施工及验收规范》。
五、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB J213-90。
六、《煤矿安全生产标准化基本要求及评分方法》（试行）。
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七、《国家的相关法律法规》。
八、《岗位管理和公司有关规章、制度及规定》。 九、《神木***矿业有限公司隐蔽性致灾因素普查报告》。 十、《新工作面设计前安全风险辨识评估结果；》
第二章 工作面相对位置及地质情况
第一节 工作面相对位置及邻近采区开采情况
第一节 工作面位置
23201胶运顺槽掘进工作面位于井田北部，神木***矿业有限公司工业广场西北部，西北方向与23201首采工作面相邻，东北方向与23201切眼相邻，西南方向与3-1煤集中回风大巷相邻，东南方向与23201下辅运顺槽工作面相邻。
第二节 水文情况
一、尔林兔沟从23201工作面西南角穿过。地表水系主要发育有一北北西向的主沟－张家沟常年细水长流，旱季时断流，7、8月偶有洪水通过。主沟从工作面中部通过，最低点位于张家沟沟谷，标高约＋1127m，即区内河流最低侵蚀基准面。根据2-2煤开采情况尔林兔沟与张家沟季节性流水对井下采掘活动影响较小。
23201胶运顺槽上覆存在2-2煤二盘区的采空区，巷道在1600米处存在2-2煤上覆采空区积水，工作顶板垮落裂隙与2-2煤二盘区采空区导通，积水涌入工作面会对工作面造成水害。因此采空区积水必须进行疏放水工程，并做专项钻探、放水设计及措施。坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。
二、本区常年干旱少雨，年蒸发量较大。多年平均降水量435.7mm，多年平均蒸发量1712.4mm/a，蒸发量是降水量的近4倍，全年降水量分配很不均匀，多以暴雨形式集中在7～9月份，约占降水量的68%。
三、区内煤层上覆的含水层有第四系全新统风积沙孔隙潜水含水层、第四系中更新统离石组黄土层孔隙潜水含水层、侏罗系中统延安组砂岩裂隙潜水和承压水含水层及烧变岩含水层，均为矿井的直接充水水源。
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区内地下水主要接受大气降水补给。据神木气象站资料，历年降水量108.6～819.1mm，三十四年的年平均量436.6mm，而蒸发量是降水量的4倍。但降水集中，7～9月份占全年的50～70%。降水大部以地表径流排泄，不利于地下水补给。潜水受地形、地貌条件制约，流向矿区南部的考考乌素沟。 四、充水通道
区内构造简单，断裂不发育，没有断层充水通道，排泄补给微弱。
五、参照3-1煤大巷及硐室掘进期门涌水量，确定23201胶运顺槽掘进工作面掘进工作面涌水量最大5m³/h。
坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的基本原则，严格按《23201胶运顺槽掘进工作面掘进工作面探放水设计》施工，探水与掘进循环作业，即探水→掘进→探水。
第三节 地质情况
煤层 煤岩类别 概况 3-1煤 煤/岩 掘进工作面名称 底板标高 23201胶运顺槽掘进工作面 1086m～1095m 3-1号煤层可采厚度2.40～2.88m，平均厚度2.72m，不含或局部含一层夹矸，夹矸厚度一般小于0.15m，夹矸岩性以砂质泥岩为主, 属稳定型煤层。埋深60～190m。煤层底板标高为+1116～+1080m。与下部4-2号煤层平均层间距54.17m。本次水平延深设计开采3-1煤层。 巷道围 岩特征 煤层顶底板3-1煤层顶板属于中等稳定顶板，井巷围岩的大部分岩石属于层状结构和块状结构的中硬类岩石，岩石质量好，岩体较完整，且区域内构造应力较小。 3-1煤层直接顶板主要为泥岩和粉砂岩，老顶主要为中粗粒砂岩及细砂岩，稳定性评价 属中等坚硬稳定型顶板。底板以泥岩为主，次为粉砂岩。 第四节 瓦斯、煤尘、煤的自然倾向及地温
一、瓦斯
一、根据2018年9月21日陕西省煤炭科学研究所神木市煤矿技术服务中心《矿井瓦斯等级鉴定报告》矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量为0.12m3/min。 二、煤尘具有爆炸性
3-1煤层样品测试结果：火焰长度＞400mm，最低岩粉添加量90%，属有爆炸性危险的煤层。
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三、自燃倾向性
3-1煤煤层的自燃倾向性等级为Ⅰ类，属容易自燃煤层。 四、地温
根据区域资料，区内地温梯度最大2.9℃/100m，最小为0.84℃/100m，平均地温梯度1.53℃/100m。以上资料表明，区内地温正常，无地热灾害。
附图3：3-1煤层综合水文地质柱状图；
第三章 巷道布置及支护说明
第一节 巷道布置
23201胶运顺槽掘进工作面位于井田北部，神木***矿业有限公司工业广场西北部，西北方向与23201首采工作面相邻，东北方向与23201切眼相邻，西南方向与3-1煤集中回风大巷相邻，东南方向与23201下辅运顺槽工作面相邻。
23201胶运顺槽掘进工作面点坐标： X = 37436203.7182 Y = 4327249.0612巷道方位角64°16′57″。
第二节 矿压观测
一、顶板离层量观测：
1、23201胶运顺槽掘进工作面每100m安装一组顶板离层指示仪，巷道交叉点安装一组顶板离层指示仪。
2、顶板离层指示仪应安装在巷道、交叉点中心位置。两基点固定的顶板离层仪，浅基点安设于锚杆上端3000mm处,深基点设于锚索上端7000处。根据3-1煤运输煤门、及23201胶、辅运顺槽风桥挑顶揭露，锚索钻孔岩性分析，3m-7m处岩层以灰色粉砂岩为主，稳定性良好、无断层。
3、顶板离层指示仪观测周期：如无明显离层，安装之日起第一周每天观测一次，第二周观测两次，第三周、第四周每周观测一次，之后每月观测三次。如离层量累计值较大时，观测者应适当缩短观测周期。
4、工作面100m范围内的顶板离层仪每天派人进行观察一次，发现问题及时汇报区队值班领导。
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5、做好初始值的设定，任何人员 不得随意对顶板离层仪进行破坏或初始值调整。
6、观测时发现顶板出现异常现象应立即汇报技术科；离层仪读数达到警戒值应立即停工、撤人、报矿调度指挥中心并制定补充相应安全技术措施。
顶板离层仪安装示意图
二、数据分析及处理
1、及时收集填报观测数据，每月月底将观测数据反馈生产技术科。发现异常及时汇报生产技术科。
2、数据分析及处理由生产技术科负责，便于变更设计、补充措施、指导施工。 五、发现问题及时汇报生产技术科。
六、做好初始值设定，初始读数控制在5-10mm，任何人员不得随意对顶板离层仪进行破坏或初始值调整。
七、监测期间发现顶板出现异常现象应立即汇报技术科；离层仪读数达到警戒值应立即停工、撤人、报矿调度指挥中心。
第三节 支护设计
一、巷道断面
1、23201胶运顺槽掘进工作面
矩形断面，设计掘进宽度5.7m，掘进高度3.2m，混凝土地坪厚度为0.2m，掘进断面为18.24㎡，净断面为17.1㎡；
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二、 支护形式
1、临时支护形式
根据地质、水文地质条件，掘进工作面采用吊环前探梁临时支护形式。 23201胶运顺槽掘进工作面前探梁为2根5.0m长2寸钢管(DN50)，吊环用Φ20mm钢筋加工，堆焊两个扭矩螺母，采用长3m、宽200mm、厚50mm的方木“井”字形接顶，接顶方木铺设间距300mm。
前探梁静止状态下用3个圆形吊环固定，斜巷使用前探梁尾部须加工挂钩与巷道顶板永久支护连接，防止串滑。
吊环必须安设在牢固可靠的永久支护锚杆上，锚杆锚固力不小于80KN，螺栓必须上满丝。
2、临时支护作业工序及要求：
（1）掘进机截割够一个循环进度后，将掘进机后退5m，截割头落地，断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关，盖上防护罩（非专职司机严禁操作掘进机）。一人敲帮问顶一人观察，敲帮问顶及观察人员必须站在支护完好处且确保退路畅通，用长柄工具逐段由外向里找净顶、帮的浮矸活石。确保无问题后，人员站在永久支护下，前移前探梁。作业时，专人观察顶板并协调指挥，2人顶起网片、2人穿前探梁。
（2）前探梁顶到工作面煤壁后，挂联靠近永久支护的一排顶网，联好后，继续向工作面方向挂联第二排顶网。
（3）铺好网后，由外向里、由中间向两边打顶锚杆。前探梁占据锚杆位置时，可以先打好其它锚杆后，退出前探梁再打剩余锚杆。
（4）当顶板严重不平、巷道开窝等无法使用前探梁或其他原因未使用前探梁时，应缩小工作面循环进度为1.2m，排距为0.6m；工作面煤帮松软时，根据现场情况及时更改支护参数。
顶板完整、压力显现不明显的情况下，循环进度4m，最大控顶距离4m，最小控顶距0.5m。
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前探梁施工示意图
三、永久支护设计 1、采用计算法校核支护参数
（1）顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足（选取最大断面进行验算）： L≥L1＋L2＋L3 式中 L——锚杆总长，mm；
L1——锚杆外露长（托盘厚度＋螺母厚度＋0.02～0.05m，取50mm），mm； 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），mm； L3——锚入岩层内深度（顶锚杆取400mm，帮锚杆取300mm），mm； 普氏免压拱高：
b＝[B/2＋Htan(45°-ω帮/2)]/f顶 煤帮破碎深度：
c＝Htan(45°-ω帮/2)
式中 B、H——巷道掘进跨度和高度，B=5700mm，H=3200mm； f顶——顶板岩石普氏系数，f顶取3； ω帮——两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°； 计算得： b＝[5700/2＋3200×tan(45°-63.43°/2)]/3=1202mm
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c＝3200×tan(45°-63.43°/2)＝756mm 所以顶锚杆长 L顶≥50+1192+400=1652mm 帮锚杆长 L帮≥50+756+300=1106mm 依据上述公式计算可知：选取的顶锚杆长L
顶
=2200mm>1618mm，帮锚杆长L
帮
=1600mm>1106mm，故所选锚杆长度均能满足设计要求。 （2）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：
每根锚杆悬吊岩体重量G＝γL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数k，取k=1.5。 G·k＜Q
a＜（Q/kγL2）1/2
所选顶锚杆的锚固力Q≥5T，计算得顶锚杆a＜1.0m，因此，排距参数能满足计算结果。
式中 γ——岩体容重，26.7KN/m3； L2——有效长度，m； a——排距，m。 3、锚杆间距计算：
锚杆排距确定了1m，则每排锚杆数为：
n=L×b×γ×h/RT=5.5×1×1.3×1.4/5=2.002根/排 式中 L——巷道设计宽度，取5.5m； b——锚杆排距；
γ——不具备自稳能力岩层的容重，取1.3m； h——不具备自稳能力岩层的厚度，取1.4m； RT——锚杆抗破断力，取5；
若考虑取1.3倍的安全系数，则每排锚杆数为n≥2.002*1.3=2.6根，取整后为3根，设计每排为5根，满足支护要求。
结论：经过上述一系列验算，说明支护设计是合理可靠，可用于现场实际。
2、锚索选型及参数计算
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为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8mm，L=6500mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间（排）距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时，靠巷道两帮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，取垂直方向力的平衡，用下式计算锚索间(排)距：
L=nF2／[BHγ－(2F1sinθ) ／L1] 式中 L－锚索间（排）距，m； B－巷道最大冒落宽度，取=5.4m;
H－巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;
γ－岩体容重，20kN／m3； L1－锚杆排距，1.0m；
F1－锚杆锚固力（以最小锚固力计算），72kN；
F2－锚索极限承载力（以最小锚固力计算），不小于设计锚固力90%，取
162kN；
θ－角锚杆与巷道顶板夹角，90°； n －锚索每排根数，取2； 通过上式计算，
L=2×162÷[5.4×2.0×20－（2×72×sin90°÷1）] =324÷﹙216－144﹚=4.5m
得出锚索间排距小于4.5m，选择锚索间距2.5m、排距3m符合设计要求。 四、支护形式选择
根据以上计算，永久支护形式为：
顶锚采用“锚网”支护，锚杆规格：Φ20×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，每根锚杆使用一支MSCK2360树脂锚固剂锚固，设计锚固力80kN，预紧力100N·m，锚杆间排距1000×1000mm，锚杆托盘规格：长×宽×厚=150×150×8mm；锚索为Φ17.8mm钢绞线，长度6.5m，锚索托盘规格：长×宽×厚=300×300×8mm，锚索间排距2500×3000mm，每根锚索使用两支MSCK2360树脂锚固剂锚固，设计锚固力180kN。
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顶板钢筋网由Φ6mm钢筋加工而成，规格2900×1200mm，网格100×100mm，四周均搭接100mm，双边三花连网，每边连网间距均不大于200mm，采用双股14#镀锌铁丝，尽量布置在\"丁\"字筋或\"十\"字筋的交叉处，连网铁丝扭结不少于3圈，铁丝扭结头外露不超过30mm，朝向内侧。
靠近保安煤柱帮部锚杆采用φ16×1600mm的麻花锚杆网片选用φ6钢筋焊接金属网片，网片规格为2500×1200mm，网格规格为100×100mm，每根锚杆使用1支3540树脂锚固剂；并使用14#铁丝把新铺设的顶网与上一茬顶网每隔400mm相连，靠近采煤帮部锚杆为Φ18×2000mm的玻璃钢锚杆，配套塑料压制托盘，网为阻燃塑料网，网片规格4400×2500mm。，帮部煤岩稳定的情况下，帮网不滞后掘进及顶板支护400m。如帮部破碎及片帮的情况下，应及时全断面支护。 五、安装锚杆（索）注意事项：
1、锚杆（索）、锚固剂、托盘等材料的材质、品种、规格及强度须符合设计；严禁使用过期、失效材料。
2、托盘、杆体均不能松动，托盘密贴巷道顶帮。顶板遇有软岩要及时制定相应的安全技术措施。 六、特殊情况下支护说明：
1、巷道断面扩大，交叉点及开口处，缩小锚杆排距为0.6米，锚索间距为1.5米，排距2米。
2、遇顶板破碎、淋水，过断层、老空区、高应力区等情况时，采用锚索与W钢带加强支护。并制定相应的补充安全技术措施。
第四节 支护工艺
一、锚杆施工工艺：
安全检查（顶板、两帮、瓦斯、水、工程质量、中心线、腰线等）→敲邦问顶并处理活矸 →挂网→打锚杆
1、准备工作
（1）检查支护材料规格、质量是否符合规定，锚杆（索）锚固段的水、煤屑等
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应提前擦干净。
（2）敲帮问顶，检查顶、帮情况。
（3）根据设计中腰线及间排距确定锚杆眼位。
（4）检查钻机、理顺管线并运至工作面，稳好钻机，将水管分别用安全夹、销与钻机连接牢固，打开水阀门，进行试运转。
（5）锚杆机、钻杆应垂直于巷道轮廓线。
（6）硐室、联巷抹角位置必须及时支护，不支护好不得生产，严禁超循环作业。 2、锚杆安装
（1）施工顶板锚杆孔，采用2台锚杆钻机按孔位施工，锚杆孔深为2150mm。 （2）送树脂锚固剂：向锚杆孔内装入一支MSCK2360树脂锚固剂，用装好托盘的锚杆慢慢将树脂锚固剂推入孔底。
（3）搅拌树脂：用搅拌器将钻机与锚杆螺母连接起来，升起钻机边推进边搅拌，搅拌5—10S后停止。
（4）紧固锚杆：搅拌停止至少等待20S后再次启动钻机转动锚杆，锚杆螺母在钻机的带动下托盘快速压紧岩面，使锚杆具有较大的预紧力。
3、锚杆抗拔力试验
（1）LDZ-200型锚杆拉力计，额定压力63MPa，额定张拉力200kN。 （2）锚杆拉力试验，每300根（300根以下按300根）为一组，每组检查锚杆不少于3根。
（3）所选取的拉力试验锚杆，锚固时间必须在30分钟以上。
（4）锚杆拉力试验仅做检验性试验，不做破坏试验，即锚杆锚固力达到72kN后，不再加载。
（5）若锚杆锚固力在未达到设计锚固力之前已经破坏，停止加载后，必须在该锚杆临近位置重新补打锚杆。
（6）试验时，现场作业人员将锚杆拉力计读数填入《锚杆锚固力检查记录》相应表格中。
（7）试验结束，技术人员负责将锚杆拉力计读数（MPa）换算成锚杆锚固力（kN）
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数值，并填入《锚杆锚固力试验记录》相应表格中。
（8）锚杆拉力计读数（MPa）与锚杆锚固力（kN）的换算可通过《锚杆拉力计MPa-kN-T换算表》查得。 二、锚索施工工艺：
准备工作→定眼→打眼→上药卷安装锚固锚索→上托盘、锁具→用锚索涨拉器预紧锚索。
1、准备工作、定眼、打眼。 同锚杆支护工艺。 2、安装工艺
（1）钻孔钻好后，用第二支锚固剂将第一支锚固剂推入锚索钻孔内，使用锚索将第二支锚固剂推入孔内，缓缓推入锚索，锚索下端插入锚杆机上的锚索搅拌器。
（2）一人扶锚杆机一人操作锚杆机手把，边推进边搅拌，搅拌时间控制在5~10s。
（3）停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约3min，然后可缩下锚杆机并移开打注下一个锚索。
（4）30min后，装上锚索托盘、锚具，并使用锚索涨紧装置预紧锚索。 3、技术要求
（1）锚索必须按设计位置紧跟工作面，不得滞后。
（2）锚索搅拌树脂锚固剂过程中不能停顿，不得反复搅拌，否则已开始聚合反应的树脂分子链会遭到破坏，导致锚固失效。
（3）涨拉锚索时，千斤顶应同锚索保持同一轴线并将千斤顶与顶板铺好的钢筋网可靠连接，防止千斤顶松动坠落。
（4）如需使用“人字梯”时，梯子应扶稳，确保安全。不允许站在运转或光滑的设施、设备上涨拉锚索。
（5）涨拉时发现预紧力达不到设计要求，应立即在其附近补打合格的锚索。 （6）MS18-200/60型矿用锚索张拉机，额定压力60MPa，额定张拉力200kN。 （7）所选取的拉力试验锚索，锚固时间必须在30分钟以上。
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（8）锚索拉力试验仅做检验性试验、锚固力作用，不做破坏试验，即锚固力达到180kN后，不再加载。
（9）若锚固力在未达到设计锚固力之前已经破坏，停止加载后，必须在该锚索临近位置重新补打锚索。
（10）试验结束，技术人员负责将锚杆拉力计读数（MPa）换算成锚杆锚固力（kN）数值，并填入《锚索锚固力记录》相应表格中。
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
一、施工方法
1、采用EBZ160E型掘进机截割落煤（岩），掘进机耙爪部装煤（岩），掘进机刮板输送机运煤（岩）落地，防爆装载机二次装运至防爆胶轮车，由防爆胶轮车拉运至地面生产系统。
2、顶板支护采用MYT-125/330型液压锚杆钻机打注锚杆，帮部采用ZQS-50/1.5S型手持式钻机打注帮锚杆。
3、地坪用混凝土在地面料场搅拌好后，防爆胶轮车运至井下使用地点卸车，震动棒捣固，泥抹子抹平。 二、施工工艺流程
生产：交接班→安全检查→割煤（装、运煤）→临时支护、挂网→打注锚杆（索）→清理现场搞好文明施工→交接班。
检修：检修前准备→检修掘进机各部位、加注油、更换截齿等，局部通风机切换试验，检修排水泵，延接管路、风筒，吊挂缆线等→正常掘进。
敲帮问顶、清除浮矸活岩贯穿整个作业过程。
第二节 施工方式
一、掘进机截割方式
掘进机截割工艺：施工时先截割巷道下部，根据巷道高低确定割刀数量，最后截割巷道四周，修整成巷。23201胶运顺槽掘进工作面宽度5.7mm，为保证巷道掘进
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成型，第一次截割4.5mm，第二次截割1200mm，达到设计要求。
附图5：断面截割轨迹图；
掘进机截割进刀示意图 128扫帮单位：mm扫帮1007103645945005700二、掘进机操作技术要求
1、开机前，检查防尘冷却水是否满足需要。
操作程序是：启动电源→启动液泵→启动刮板输送机马达→启动耙爪马达→启动截割电机。履带的前进后退、截割臂的水平和垂直运动，铲板的升降和后支撑的升降均由操作台右侧的操纵杆操作。
2、停机前注意事项：①刮板输送机不带负荷退出工作面，在退出前收起后支撑；②各操作阀打到“零”位；③退出工作面5m后，截割头落地，关上电控箱开关和急停开关，清理掘进机。
3、维护、保养及检修：
（1）掘进机司机在开机前必须对掘进机作一次全面检查，发现问题及时汇报处理，严禁机器带病运转。
（2）各部连接螺栓必须牢固可靠，检查履带有无断裂损坏和松紧程序，每班检查截齿的自转和磨损情况，不符合要求的及时更换。
（3）检查电器系统、油缸、油路情况是否可靠。
（4）液压油第一次用400h应更换，以后每隔200h更换一次。
第三节 装载与运输
采用防爆装载机装煤（矸），防爆胶轮车运输至地面。
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防爆无轨胶轮车规格特征
胶轮车 名称 防爆无轨胶轮车 防爆无轨胶轮车（客运） 轮胎式防爆装载机 型号 WC5J WC11RJ ZL20EFB 载重 （Kg） 外型尺寸（mm） 长 宽 高 最小转弯7350 7100 7350 5300 功率47 28 28 48 整车整备4060 2330 4100 5200 半径（mm） （KW） 质量（Kg） 5000 5800 2030 1800 11人 4990 2000 1930 2000 5400 1800 1900 防爆无轨胶轮车（客运） WC22RJ(A) 22人 5800 2040 2000 附图6：运输系统示意图；
第四节 管路与电缆敷设
一、风、水管路铺设
风、水管路布置在巷道前进方向左帮，自上而下依次是压风管、消防洒水管、排水管，均为Φ50mm的钢管。
使用Ф12mm圆钢加工而成的U型卡固定在巷帮上，最下一根管路距底不小于1m。 消防洒水管每隔50m安装一个洒水三通，三通支管为Φ19mm高压闸阀，安装角度朝上30-45°，指向巷中。
风水管路末端距工作面的距离不大于20m，排水管路终端距工作面距离不大于30m。 二、电缆敷设
电缆敷设在巷道前进方向右帮，悬挂高度不小于1800mm；通信电缆和信号电缆敷设在动力电缆上方，并与动力电缆保持300mm的间距，每隔1m设置一个电缆钩，电缆钩应紧贴巷帮，保持横平竖直。
高、低压电力电缆敷设在巷道同一侧时，高低压电缆之间距离应当不小于0.1m。
第五节 设备与工具配置
掘进生产系统所需设备、工具名称、型号规格、数量见表。
设备及工具配备表
序号 1 2 3
机械或设备名称 移动变压器 馈电开关 双风机自动切换开关 型号规格 KBSGZY1000KVA KBZ20-400 QBZ14-2×120 15
数量 1台 1台 1台 4 5 6 7 8 9 10 11 12 局部通风机 防爆胶轮车 防爆装载机 激光指向仪 水 泵 锚杆机（顶锚杆） 锚杆机（帮锚杆） 综掘机 液压坑道钻机 FBDNO.7.1-2×30KW WC5J ZL20EFB YBJ-850 QY25-60 MYT-125/330 ZQS-50/1.5S EBZ-200A ZDY4200SWL 2台 4辆 1台 2台 2台 3台 1台 1台 1台 第五章 生产系统
第一节 通风
一、通风方式及供风距离
采用压入式局部通风机通风，局部通风机实现“三专两闭锁”和“双风机、双电源”自动切换；掘进长度2376m。 二、通风路线
新鲜风流：地面→副斜井井筒→2-2煤辅运大巷→3-1煤副井暗斜井→3-1煤集中辅运大巷→局部通风机→风筒→23201辅运顺槽→回风联巷→23201胶运顺槽工作面。
污风风流：掘进工作面→3-1煤集中回风大巷→3-1煤回风暗斜井→回风暗斜井→地面。
三、掘进通风参数计算及风机选型
（一）按人数计算： Q1＝4N＝4×16＝64m3/min 式中：
Q1——掘进工作面按人数计算所需要的风量，m3/min； 4——每人每分钟需要的标准风量，4m3/人；
N——掘进工作面同时工作的最多人数，每班最多入井人数为16人，交班时取2倍系数。
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（二）按瓦斯涌出量计算
Q掘＝100×q掘×kd=100×0.12×2.0 =24m3/min 式中:
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘—根据2018年度矿井瓦斯等级鉴定报告，掘进工作面最大CH4涌出量为 0.12m3/min；
kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，最大值取2.0。 100—掘进巷道风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。 （三）按巷道独头掘进工作面二氧化碳绝对涌出量计算 Q掘＝67×q掘×kd =67×0.50×2.0 =67（m3/min） 式中:
Q掘—掘进工作面需要风量，m3/min；
q掘—根据2018年度矿井瓦斯等级鉴定报告，23201胶运顺槽二氧化碳绝对涌出量为0.50m3/min；
kd—掘进工作面因二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，最大值取2.0。 67—掘进巷道风流中二氧化碳浓度不超过1.5%所换算的常数。 （四）巷道内同时运行的最多车辆计算 Qdl=4×KW=4×（47+48）＝380m3/min
式中：Qdl—该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；
Pdl—该地点矿用防爆柴油机车的功率，防爆胶轮车功率47KW，防爆装载机功率48kW；
4—按防爆型柴油机车功率，每千瓦配风量不小于4m3/min； （五）风速验算
最低风速 Q煤掘>60×0.25×S= 273m3/min。 最高风速 Q岩掘<60×4×S=4377m3/min。 式中：Q煤掘——煤巷掘进工作面所需风量，m3/min
S——掘进巷道的平均断面积，取s=18.24m2；
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（六）风机选型
按上述计算，巷道掘进工作面需要风量为380m³/min，选用两台FBD/No.7.1-2×30KW的局部通风机(一台使用，一台备用)，局扇单级实际出风量400m³/min，双级实际出风量550m³/min，风压1100—5650Pa，使用φ800mm胶质阻燃、抗静电风筒，向掘进工作面供风，可以满足要求。
（七）安装局部通风机处巷道的供风量验算 1、计算安装局部通风机处巷道的需风量
Q巷=Q吸Ii+60×VminS=550×1+60×0.25×15=775m3/min 式中：Q巷——安装局部通风机处巷道的需风量，m3/min；
Q吸——局部通风机实际吸风量，Q吸=550m3/min（按双级）； Ii——掘进工作面同时通风的局部风机台数，1；
Vmin——安设局部通风机巷道中风量除了满足局部风机吸风量，还应保证局部通风机吸风口至掘进工作面回风流之间的巷道风速，取0.25m/s。
S——安装局部通风机处巷道的断面，15㎡。
通过上述验算，说明掘进工作面实际需要风量满足掘进巷道风速要求。 由上计算可知，最终工作面应配风量为380m3/min，风机安设地点应配风量为775m3/min。
四、工作面风筒迎头距离及风筒供风有效距离
（一）工作面风筒迎头距离
风筒出风口距工作面的最大距离（不超过第一循环涡流区的范围）在保证此段瓦斯不超限且风速符合规定的情况下，按巷道断面积开平方的4～5倍计算，即：
Lp ≤（4～5）S1/2=（4～5）18.24/2=17.08～21.35m 式中 Lp—风筒出口距掘进工作面的距离，m；
S—掘进工作面断面积，18.24m2（宽5.7m，高3.2m）。
综上所述，结合《煤矿作业场所职业危害防治规定》，本规程规定，取L≤10m，即：掘进此工程时风筒出风口距工作面迎头最大距离不超过10m。
（二）风筒供风距离
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根据掘进工作面实际配风量和风机处应配风量，按照风筒百米漏风率实测值计算局部通风机最大有效供风距离。
根据：Q扇=Q掘/(1-L掘/100×η)
式中：Q扇——局部通风机实际配风量，775m3/min； Q掘——掘进工作面实际需风量，按400m3/min；
η——风筒百米漏风率，%；（按照1-500米风筒百米漏风率参数最大值确定：η=10）
L掘——掘进工作面供风有效距离，m。 得出：L掘= 1-（Q掘/Q扇）/η×100
=[1-（400/775）]/10%×100 =483
由上得知，采用FBD/No.7.1-2×30KW的局部通风机，在保证风筒距迎头不超过10米情况，最大有效供风距离为483米。 五、局部通风机的安装
1、局部通风采用FBD№7.1/2x30KW风机压入式通风机。
2、23201胶运顺槽局部通风机安设在3-1煤辅助运输大巷，距23201胶运顺槽开口位置不小于10米。
3、局部通风机周围要清理干净，无杂物堆积，吸风口前无障碍物。 4、供电必须做到“三专两闭锁”，即专用开关、专用变压器、专用线路；“两闭锁”为瓦斯电闭锁及风电闭锁。 六、风筒
1、必须采用抗静电、阻燃风筒800mm×10m。 2、风筒吊挂平直，逢环必挂。
3、风筒接头严密，软质风筒要双反压边，风筒无破口。 4、风筒必须悬挂在电缆对侧。
5、风筒拐弯处必须设弯头，异径风筒要用过渡节，先大后小，不准花接。 6、风筒出口到工作面距离不得大于10m，在工作面应常备一节风筒，以备在生
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产过程中及时补充吊挂风筒。 七、通风管理规定
1、局部通风机由专人负责管理。
2、工作面必须保证正常通风，严禁随意停开局扇或拆开风筒作业。发现断开的风筒必须及时对好，风筒有破口的地方及时补好，以防止瓦斯积聚。
3、风机及风筒要求不漏风并安设双风机双电源自动切换装置，确保工作面不间断供风；并悬挂管理牌板。
4、由电工负责对风机和开关进行日常检查和维护，确保风机和风机开关正常，并每日检查切换运行情况。
5、每15天进行一次风电闭锁和瓦斯电闭锁试验，每天检修班必须由风机负责人进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，切换试验时当班瓦斯员必须在场，并做好记录，向矿调度汇报。
6、当主局扇因停电或故障停运时自动切换到备用风机运行时，主局扇送电或故障处理完毕，必须由人工操作启动主风机运行，同时自动停止备局扇运行。
7、局部通风机必须装有风电闭锁和瓦斯电闭锁装置，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源，并设专人管理。
8、工作面不得停风，因检修、停电等原因停风时，由跟班安全员、班长负责将人员撤到有新鲜风流的地方，严禁人员进入停风区。
9、局部通风机因故障停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯及其它有毒有害气体，只有停风区域中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
附图8：通风系统示意图；
第二节 压风与供水
1、地面建有空压机站一座，安装2台TKL-160F/8型空气压缩机，沿主斜井井筒敷设一趟Φ133mm无缝钢管，在主斜井井筒3-1煤运输煤门处用Φ89mm无缝钢管经引至3-1煤集中辅运大巷，在3-1煤集中辅运大巷开口位置设置三通，用Φ50mm无缝
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钢管引至掘进工作面。施工巷道内压风管路每隔50m设置一个三通。
2、供水水源引自工业场地高位水池，高位水源经2套DN1200型净化水设施净化后，沿主斜井敷设一趟DN100mm无缝钢管，通过三通、DN50mm无缝钢管引至二水平23201胶运顺槽掘进工作面。
3、距工作面20-40m设置一组不少于18人同时使用的压风自救、供水施救系统箱，系统箱保持整洁完好，压风、供水管路连接正常。压风自救、供水施救系统箱不得兼做他用。
4、压风供水自救装置主要技术参数
压风供水自救装置主要技术参数
名称 系统供气压力 呼吸器供气量范围 呼吸器调节压力范围 系统进水压力 排水装置出水量 供气方式 供水方式 消音能力 操作方式 防护方法 终端装置 规 格 0.3～0.7MPa 100～150L/min 0.05～0.1MPa（手动式调节） 0.1～0.5MPa 0～7L/min 地面空压机站 工业场地高位水池 ≤85dB（A） 手动快速供气、供水 自吸过滤式口罩 KSG矿井供水自救装置、ZYJ矿井压风自救装置 第三节 瓦斯防治
1、加强通风管理，防止瓦斯积聚超限。每班至少检查2次掘进工作面的甲烷浓度和二氧化碳浓度，井下停风地点栅栏外风流中的甲烷浓度每天至少检查1次，密闭外的甲烷浓度每周至少检查1次。
2、掘进工作面回风流中甲烷浓度超过1.0%或者二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。
3、掘进工作面及其他作业地点风流中甲烷浓度达到1%时，必须停止电钻打眼。 掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或者其开关安设地点附近20m以内风流中的甲烷浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的甲烷浓度达到2.0%
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时，附近20m内必须停止工作，撤出人员。
对因甲烷浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在甲烷浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。
4、掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
5、跟班队长、班组长、掘进机司机、电工、技术员及其他按规定要求配戴便携式瓦检仪的人员，入井必须携带便携式瓦检仪，对其作业范围内的甲烷进行不间断的监测。
6、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高甲烷浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的甲烷浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
第四节 综合防尘
1、防尘管路铺设：防尘管路每隔50ｍ设一个三通阀门，管路的接头、三通不得有流线性漏水。
2、净化水幕
⑴、距离工作面50ｍ范围内安装一道净化水幕，距回风口10-15m范围内安装一道净化水幕。
⑵、净化水幕水管：①水管的长度不得小于巷道宽度20cm；②水管要安装在距顶板不超过30 cm的位置；③水管的两端各安装一个喷嘴，其余喷嘴间距30～40cm。
⑶、喷嘴的方向：净化水幕水管喷嘴方向与风流方向相反，要略向下约45°。所有喷雾应呈雾状。
3、掘进机作业时，应当使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的工作压力不得小于2MPa，外喷雾装置的工作压力不得小于4MPa。
4、坚持湿式打眼，锚杆机、凿岩机、手持钻机、液压坑道钻机等在作业时，均应实现湿式打眼。
5、加强个人防护，按规定佩戴防尘口罩。
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6、工作面及巷道保持湿润，每天至少洒水1次。巷道内无煤尘堆积。
第五节 防灭火
一、防火措施
1、巷道内每隔50m安设Ф25mm防尘三通洒水三通。
2、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、布头、纸等）必须存放在盖严的铁桶内，用过的易燃物必须放在该桶内，由专人定期送到地面，不得乱扔乱放。
3、电气设备着火时，必须先切断电源，然后用沙子、灭火器灭火。
4、掘进机附近配置2个8kg干粉灭火器；配电点配置2个8kg干粉灭火器，1个沙箱（沙箱内有不少于8个沙袋，沙袋规格为C5信封大小：229mm×162mm）、1把消防锨、2个消防桶，并挂牌管理。消防器材设于机电设备的上风侧，失效的灭火器立即更换。
5、严禁将用剩的柴油、煤油、机油、变压器油等洒泼在巷道内。 二、外因火灾的预防
1、入井人员严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。 2、井下作业人员严禁拆卸矿灯。
3、井下所用的支护材料、风筒应符合相关规定。 4、严禁检修工带电检修或带电移动井下电气设备。 5、严禁掘进机无喷雾时割岩。
第六节 安全监控
一、人员定位
矿井安设有KJ236人员定位系统，设有人员定位分站读卡器。
二、监测仪表
距掘进工作面≤5m范围内，距顶板不大于300mm，距帮不小于200mm的无风筒帮侧吊挂甲烷传感器1台、一氧化碳传感器1台、粉尘传感器1台；温度传感器1台；风筒传感器距风筒出风口不大于30m；风筒传感器设置时应将上面的铁环用铁丝绑在吊挂风筒的铁丝上防止传感器脱落。
距掘进工作面回风口10-15米，距顶板不大于300mm，距帮不小于200mm的无
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风筒帮侧吊挂甲烷传感器1台、一氧化碳传感器1台；温度传感器1台；
局部通风机安装位置吊挂风速传感器1台，局部通风机进线电缆上安装风机开停传感器2台。
甲烷传感器的断电浓度及范围：工作面甲烷传感器的报警点、断电浓度为1%，断电范围为工作面及掘进工作面回风流中所有非本质安全型电气设备；回风口处甲烷传感器的报警点、断电浓度为1%，断电范围为回风流中所有非本质安全型电气设备；甲烷传感器复电瓦斯浓度：复电点浓度≦0.9%。
三、安全监控电缆敷设在动力电缆上方0.1m处。 四、安全监测系统设备表 序号 名称 型号 单位 数量 1 甲烷传感器 KG9701B 个 2 2 开停传感器 CKO.5L 台 1 3 断电仪 K2 台 1 4 接线盒 个 5 5 一氧化碳传感器 GTH1000 个 2 6 温度传感器 GWP200 个 2 7 粉尘传感器 GCD1000(A) 个 1 8 风筒传感器 GFK301 个 1 9 风速传感器 GFY151B 个 1 10 人员定位读卡器 KJ236-D 个 1 11 扩音主音箱 KTK113 个 1
12 安全监控分站 KDY660/24B 个 1 13 无线通讯系统 KT162 个 1 14 无线通讯分站 个 1 15 无线通讯发射器 个 1 16 语音广播 个 1 图10：安全监测布置示意图。
第七节 供电
1、供电系统：动力电源来自中央变电所203高开，经主斜井→3-1煤运输煤门→3-1煤集中主大巷→移变、馈电开关（距第三联络巷5m处）→3-1煤集中主运大巷→三联巷→3-1煤集中辅运大巷→回风联巷→23201掘进工作面。
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附
专供电源来自中央变电所102风机专供，经主斜井→3-1煤运输煤门→3-1煤集中主大巷→移变、馈电开关（距第三联络巷5m处）→3-1煤集中主运大巷→三联巷→3-1煤集中辅运大巷→双风机自动切换开关→局部通风机→23201掘进工作面。
2、高压电缆过巷口处挂于顶部，吊挂平直，穿墙管必须用黄泥封堵；不准和管路、其它电缆交叉。
3、供电系统合理，保护齐全有效，移动变压器投入使用前，将消防器材、供电系统图、照明、管理牌板、警示牌、栅栏等安全设施安装到位。
附图10：供电系统示意图。
第八节 排水
排水路线：掘进工作面→排水泵→排水管路DN75→3-1煤集中回风大巷临时水仓→二水平3-1煤永久水仓→地面污水处理站。
排水设备选用BQS15-100-7.5潜水泵二台，一台使用，一台备用；排水管路选用一趟DN75无缝钢管。
掘进工作面或其他地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑有臭味等透水预兆时，必须立即作业，撤出人员，汇报调度室。
掘进时，必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。
第九节 运输
1、运输方式：
煤（矸)采用装载机转载，通过防爆胶轮车运至地面。 2、运输路线：
煤矸运输线路：防爆装载机→防爆胶轮车→23201胶运顺槽掘进工作面→回风联巷→3-1煤集中辅运大巷→3-1煤副井暗斜井→2-2煤辅运大巷→副斜井→地面生产系统。
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材料运输线路：地面料场→副斜井→2-2煤辅运大巷→3-1煤副井暗斜井→3-1煤集中辅运大巷→23201辅运顺槽→回风联巷→23201胶运顺槽掘进工作面→使用地点
第十节 通讯、照明
一、通讯
巷道的开口处安设一台矿用本安防爆电话，工作面防爆电话与矿调度室总机为直通电话。与矿调度室总机相连，随着掘进头的延伸保证与工作面的距离始终不超过40米。巷道超过1000米时中部加设电话一部。
二、照明
工作面施工图牌板安装处设置矿用隔爆型荧光灯，进行照明。
第十一节 紧急避险
掘进巷道超过1000m应设置临时救生舱，救生舱额定人数，应满足同时工作人数最多的人员需求，并考虑不低于5%的富裕系数。
临时救生舱应设置在无异常应力，顶板完整，支护完好的地点。 自救方式、抢救方法
工作面一旦发生灾害事故时，直接处于灾区的作业人员要沉着冷静，立即组成以跟班队长、安全员(瓦检员)为核心的现场指挥小组，针对事故及客观条件采取相应的有效应急措施，积极投入现场抢救，同时迅速汇报队、矿调度，如不能直接处理就带领全队职工按避灾路线迅速撤离。如不能安全撤离时，进入临时救生舱或永久避难硐室内妥善避灾自救，等待救援。
临时救生舱要设专人经常检查维护，里面的食品要经常更换，以免发霉。 遇有紧急情况时，不能撤到地面的，带班人员组织职工有序进入永久避难硐。永久避难硐室内设有氧气呼吸机，饮用水点，食品等，供避灾人员应急使用。平时要有专人对避难硐室进行维护检查保养，食品要经常更换，保持新鲜。
作业人员要逆风行走最短路径进入新鲜风流。
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第六章 劳动组织及正规作业循环
第一节 劳动组织
采用“三八”制劳动组织形式，即一天三个班，每班8个小时，分别为甲班、乙班、丙班（检修班）；瓦检员、安全员由通安队配备。
劳动组织表
出勤人数 工种名称 甲班 队 长 班组长 安全员 掘进机司机 防爆胶轮车司机 装载机司机 支护工 维修工 瓦检员 电钳工 普 工 合计 1 1 1 1 3 1 3 1 1 1 2 16 乙班 1 1 1 1 3 1 3 1 1 1 2 16 丙班（检修） 1 1 1 3 1 1 1 1 10 合计 3 3 3 2 6 2 9 3 3 3 5 42 第二节 循环作业
煤巷掘进循环进尺4m，日循环4个，月正常生产天数27天，月进尺432m。 附图12：掘进正规循环作业图表 。
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第三节 主要技术经济指标
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 项目 掘进断面 循环进尺 日循环个数 月正常生产天数 月循环个数 月进尺 在册人数 出勤率 井下作业人员工效 铺底砼 锚杆 钢筋网 锚索 单位 m2 m 个 天 个 m 人 % m/工 m3/m 套/m m2/m 套/m 指标 17.6 4 4 27 81 432 42 90 0.12 1.1 11 11.5 0.8 备注 28
第七章 安全技术措施
第一节 一 般 规 定
1、入井人员必须戴安全帽等个体防护用品，穿戴有反光标识的衣服。入井前严禁饮酒。
2、入井人员必须随身携带自救器、标识卡和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服。
3、入井乘坐专用运人车辆时，乘车人员必须听从安排，开车前必须关好车门，人员携带工具和零件严禁露出车外。严禁超员乘坐。严禁乘坐运料胶轮车。禁止在副斜井井筒、2-2煤辅运大巷行走。
4、乘坐运人胶轮车，如已发出开车信号或车未停稳时，严禁上下车，更不准在车辆行驶中扒、跳车。
5、车辆行驶中和尚未停稳时，严禁上、下车和在车内站立。中途停车时向司机须向司机发出停车信号，待车辆停稳后，方可下车。
6、人员在工作时要注意巷道里各种信号和来往车辆，不要大声说笑、喊唱、打闹或打架。
7、井下人员行走应有序地结伴而行，成排排列，不要触碰电气设备及缆线、通风防尘设施等设施设备。
8、通过个别负压较大的风门时，应先打开卸压孔卸压，两人以上合作打开风门，等人员都通过后及时关闭风门，并同时关上卸压孔。
第二节 “一通三防”安全技术措施
1、局部通风机和启动装置安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不小于10m。局部通风机吸风口附近10m范围内严禁堆放杂物。通风机离地高度大于300mm。
2、除正常工作的局部通风机外，配备安装一台同等能力的备用局部通风机，并能自动切换。正常工作的局部通风机和备用局部通风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源，保证正常工作的局部通风机故障时，备用局部通风机能投入正常工作。
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3、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁和甲烷电闭锁，保证当正常工作的局部通风机停止运转或者停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。
4、正常工作的局部通风机出现故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机停止工作，排除故障；待故障被排除后，恢复到正常工作的局部通风机后方可恢复工作。
5、每15天进行一次风电闭锁和甲烷电闭锁试验，每天进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录存档备查。局部通风机维修、管理、切换试验由专职电工操作。
6、使用局部通风机通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电、故障等原因停风时，必须将人员全部撤至全风压进风流处，切断电源，设置栅栏、警示标志，禁止入内。
7、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用的局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。
8、采用抗静电、阻燃风筒。风筒出风口与工作面距离不得超过10m。 9、风筒要逢环必挂，吊挂平直，工作面风筒不得落地，严禁出现反接头、跑漏风现象。
10、局部通风机应安装消音器，并定期检修，保证正常运转。 11、严禁同时打开两道风门。
12、巷道贯通或过异常区时另行补充编制安全技术措施。
第三节 顶板管理安全措施
1、严格执行“敲帮问顶”制度。进入掘进工作面前，班组长必须对工作面顶底板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患后方可入内，打眼前、支护前必须由有经验的工人站在安全地点及时清理危岩、浮矸。工作面施工时必须设专人观察顶、帮情况，防止片帮、掉顶伤人。其他工种人员作业前，应仔细观察作业环境，执行“敲帮问顶”，确保作业环境安全。
2、每班必须查看已有巷道支护及变形情况，发现锚杆（索）失效时应及时补打。
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如发现顶板下沉、底鼓、离层量加大、有异常响声及两帮回缩等，要立即停止作业，撤出工作面人员，并汇报调度室。维修巷道时，严格按照由外向里、先顶后帮的顺序逐段进行。
3、煤帮松软，层理、节理发育时，必须及时完成帮部支护。
4、如遇顶板有淋水，停止作业并汇报矿调度，经相关部门确定施工方案后再施工。
5、敲帮问顶工具及管理：采用6分钢管，长度3m,顶端焊接长度为300mm的实心铁质端头，长度不少于200mm；在敲帮问顶前，作业人员必须检查工具是否符合要求，不合格的立即进行更换。
6、因故不能及时永久支护，必须采取临时支护措施，严禁空顶交接班。 7、巷道过落差小于1.0m断层及顶板破碎带安全技术措施： ⑴ 缩小循环进度为1m，最小空顶距为0.4m，最大空顶距为1m. ⑵ 缩小锚索排距为2m。
⑶ 加强锚杆质量管理，托盘必须接顶严实。 ⑷ 施工中严格执行“敲帮问顶”制度。
⑸ 施工中必须严密观察工作面水和瓦斯涌出情况，发现异常立即停止作业，撤出人员，并汇报调度室。
第四节 机电管理安全技术措施
1、电气设备安装应躲开有淋水处，如果有淋水必须妥善遮盖。
2、巷道内“五小电器”设备上板，电气设备上架并排列有序，线路悬挂符合要求。 3、井下隔爆电气设备要完好，各种保护装置齐全、有效。杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头、破口等。
4、严禁电气设备失爆、失保。
5、严禁带电检修、搬迁电气设备、电缆、电线。机电设备检修时，必须切断上一级供电电源，悬挂“有人工作，严禁送电”的停电牌，并由专人看护。
6、严格执行“停电、验电、放电”操作程序。
7、检修好后需送电时，送电人员确认无人在电器线路上工作时方可送电。严格
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执行“停送电”制度。严格执行“谁停电，谁送电“的原则。
8、井下供电应做到“三无”（无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头）、“四有”（有过流和漏电保护整齐、有螺钉和弹簧垫圈，有密封圈和挡板，有接地装置）、“二齐”（电缆悬挂整齐、设备硐室清洁整齐）“三全”（防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全）、“三坚持”（坚持使用检漏继电器，坚持使用煤电钻、照明和信号综合保护装置，坚持使用瓦斯电和风电闭锁）。
9、严禁非专职电工打开各种电气开关。
10、严禁矿灯使用人员拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后必须立即将矿灯交还灯房。
11、加强机电设备预防性检修，认真落实检修责任，按计划检修到位，保证机电设备正常运行。
第五节 综掘机安全技术措施
1、掘进机司机必须经过专门培训，考试合格后方可持证上岗。
2、司机必须坚持使用掘进机上的所有安全闭锁和保护装置，不得擅自改动和甩掉不用，不得随意调整液压系统各部压力。
3、各种电器设备控制开关的操作手柄，按钮、指示仪表要妥善保护，防止损坏、丢失。掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关，专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时，必须断开掘进机上的电源开关。
4、司机必须执行现场交接班制度，对机器的运转情况和存在的问题向接班司机交代清楚。
5、严格执行检查制度，检查完毕试运转3-5min，各部位无异常后，开始作业。 6、开机前，在确认铲板前方和截割臂附近无人时，方可启动。开机、退机、调机时，必须发出报警信号。
7、在作业期间或掘进机接通电源后，严禁在掘进机截割臂的回转范围内以及铲板和刮板输送机的工作范围内站人。
8、在掘进机非操作侧必须装有紧急停转按钮。必须装有前照明灯和尾灯。 9、掘进机司机必须集中精力，全面观察、按顺序操作，发现异常情况应立即停
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机处理，不得离开工作岗位，不得委托无证人员操作。
10、应保证掘进机不超负荷运转，各旋钮和操作手把灵敏可靠，操作时不可用力过猛。
11、在掘进机作业期间如发现机器故障，需及时进行排除故障或检修时，必须先切断电源再进行维修。
12、根据岩石的软硬程度，掌握推进度，避免发生截割电机、刮板输送机过载等现象。如过载，将掘进机退出，停机进行处理，严禁点动开车处理，以免烧坏电机和液压马达。
13、截割头必须在旋转状态下，方可截割煤岩，截割头不允许带负荷启动。 14、截割头严禁和铲板相碰，截割上部煤岩时，应防止截齿触网。煤岩块度超过机器龙门架高度时，必须先破碎后装运。
15、在掘进机停止工作、检修及交接班时，必须将截割头落地，并切断电源。 16、停机时，须将掘进机退到安全地点，铲板落于底板上，截割头落地，关闭水门，吊挂好风水管。严禁在空顶下停机或维修。
17、电器设备的保养和维修由专职电气作业人员负责。
18、如果需要将掘进机从巷道底板提起进行修理时，应在履带下面垫上木垛，以确保机身的稳定，根据现场实际情况另行制定专门技术安全措施。
19、风量不足、除尘设施不齐时不准掘进。
20、掘进机拆除、转运、组装时，另行补充编制安全技术措施。
第六节 防爆胶轮车运输安全技术措施
1、驾驶员必须持有效机动车辆驾驶证和煤矿从业人员资格证，所驾驶车辆应与驾驶证相符。
2、承担井下运输的车辆必须在车况、部件、性能完好，制动有效（驾驶员开车前先进行检查），车灯、喇叭、消声器罩壳完备可靠并配备灭火器的情况下方可使用。
3、车辆在斜井及平巷行驶时，行驶速度不得超过20km/h，拐弯或交叉点行驶速度不得超过5km/h，并与前车保持大于20m的距离。
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4、不得在能自动滑行的斜巷上停放车辆。确需停放时，必须用可靠的制动器将车辆固定可靠。
5、司机离开座位时，必须熄火，扳紧车闸，但不得关闭车灯。
6、防爆胶轮车排气口的排气温度不得超过70℃，其表面温度不得超过150℃.排出的各种有害气体被巷道风流稀释后，其浓度必须符合《煤矿安全规程》规定
7、装卸车时要有专人在现场负责。
8、人员在装车运料过程中，要注意周围情况，做到“四不伤害”原则。 9、车辆严禁超高、超宽、超载，严禁人货同载，严禁抢乘、扒、登、跳车。 10、车辆起步前，驾驶员应环视四周是否有人靠立，是否有物件、工具，道路是否有障碍，确认安全后方可起步行车，行车前必须发出开车信号。
11、 防爆胶轮车运送的物料长度不得大于3米，装车高度不得超过车厢。 12、 对于重件装车、卸车，必须有专人指挥，需要多人抬起装卸时，协调一致，信号一致，向一个方向卸料。
13、设备、材料、工器具等装车必须掌握好重心，捆绑牢固。 14、使用装载机装车时，装载机运行范围内严禁有人员停留或行走。
第七节 其他工种操作安全注意事项
一、MQT-130型锚杆（索）钻机操作安全注意事项 ：
1、 接装进气、水接头前，所有开关必须都处于关闭位置。并提前将进气、水管内砂石等异物冲洗干净。
2、操作者应面朝工作面，注意观察迎头及两帮的顶、帮情况，并提前选择好退路。
3、钻孔前先空运转，检查马达旋转、注油器的油量、气腿升降、水路启闭、消音罩等，全部正常，方可开始作业。
4、严禁戴手套换、握钻杆。
5、钻机抬到位后应扶稳钻机，开眼时，必须先开水后开风，钻杆转速不可过快，气腿推力要调小一些。当钻进孔眼200mm左右时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业。但在钻孔过程中不得过分调大气腿推力，将钻杆顶弯，以致断
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杆伤人。
6、钻孔完毕后先关风，并用水冲洗钻机，然后空车运转，达到去水防锈的目的。 7、禁止锚杆机平置于地面。
三、ZQS-50/1.5S型手持式钻机操作安全注意事项：
1、钻孔时，要随时注意两帮、顶板，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理。并严格执行“敲帮问顶”制度。工作面多台风钻打眼应实行“三定”（定人、定钻、定眼位）。
2、钻眼时，司机要一手扶住风钻把柄，一手根据钻进情况调节操纵阀和钻架调节阀。钻杆不要上下、左右晃动，一保持钻进方向；钻杆下方不要站人，以免断钎伤人。
3、司机扶钻时，要躲开眼口的方向，站在风钻侧面，两腿前后错开；禁止踩空或骑在气腿上钻眼，以防钻杆折断时风钻扑倒伤人。
4、多台风钻同时作业时，要划分好区域，做到定钻具、定人、定开眼顺序，不准交叉作业。
5、打眼工、领钎工袖口必须扎紧，以防钻杆扭缠伤人。钻孔时，不准带手套去试握钻杆。
四、掘进检修工安全注意事项 ：
1、检修工进入现场后，要与所检修设备及相关设备的司机联系。处理故障时，要确认故障的部位和性质。
2、清理所检修设备的现场，应无妨碍工作的杂物；检查巷道支护情况，特别时需吊挂起重装备的支撑物应牢固，检查通风瓦斯情况等，以确保工作区域的安全。如有问题，应妥善处理确认安全后方可工作。
3、对所检修的设备停电、闭锁并挂停电牌；并与相关设备的司机或周围相关环节的工作人员联系，必要时也需对相关设备停电、闭锁并挂停电牌。
4、在吊运物件时，必须检查周围环境，检查吊梁、吊具、绳套、滑轮、千斤顶起重设施和用具，应符合相关要求。
5、检修结束后，必须与司机联系并通知周围相关人员后，方可送电试车。
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6、更换截齿时，必须断开掘进机电器控制回路路开关，打开隔离开关，切断掘进机电电源，并在开关箱上挂停电牌后再进行更换。 五、重物起吊及钢丝绳牵引安全技术措施
1、起吊或牵引现场必须有专人负责指挥、协调、监护。
2、起吊或牵引前，班长必须仔细检查起吊工具、钢丝绳及连接装置是否完好可靠，发现问题及时处理。起吊工具吨位必须大于1.5倍的重物重量，严禁使用不合格工具等。
3、起吊或牵引前必须由有经验的老工人选择好悬吊点或连接位置（重新打设锚杆（索），并做拉力试验，严禁利用巷道永久支护起吊），起吊重物装卸时必须将胶轮车可靠固定，并采取防止胶轮车倾覆的可靠措施。
4、起吊或牵引现场必须有专人负责警戒，起吊现场附近严禁人员通行，牵引区内不得有人。
5、起吊现场应具备一定数量的木枕木，吊起的重物支垫牢靠后人员方可靠近工作，人体任何部位不得伸入重物下方。
6、起吊或牵引过程中如遇阻力过大，应立即停止作业，查明原因，严禁强拉硬拽。
7、起吊、牵引过程中必须有专人看护，注意牵引物移动方向，发现问题及时通知牵引司机处理。
8、吊起的重物不得交班。 六、物料抬运安全技术措施
1、人工抬运大件前，检查行走路线的支护情况、障碍物情况，检查所要抬运物料的捆绑情况，如有隐患必须及时排除，确保安全后方可抬运。
2、检查行走路线上的一切障碍，排除后方可抬运。
3、抬运时必须同肩同步、同起同放。严禁乱扔乱放，以免发生意外。 4、抬运外露的轴头、花键及其他易损部件，抬运前应用麻布等保护好，轻起轻放以免损坏丢失；运输电气设备及其他严禁浸水物料过积水时，必须先排水再进行抬运。
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9、超长、超重物料的抬运，班长必须现场指挥，抬运人员应精力集中，同时用力。
七、在贯彻、学习本《作业规程》的同时，贯彻学习《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术工种操作规程》及《神木***矿业有限公司2019年矿井灾害预防和处理计划》的相关条款。
第八章 灾害应急措施及避灾路线
第一节 灾害应急措施
一、瓦斯爆炸事故应急措施
1、事故发生后，处于灾区的人员应保持头脑清醒，对事故的类型和发生地点作出正确和科学的分析，然后要立即采取自救与互救措施，位于灾区的人员先要尽快撤离灾区并向调度室汇报灾害情况，波及区域的人员在接到通知后也要及时撤离。
2、撤离时，遇险人员必须在当班现场负责人的组织带领下，按避灾路线迅速进入就近进风风流中，撤离危险区。撤离时，应最少两人以上同行，要互相帮助，互相照顾，不准单独乱跑。
3、撤离过程中，不要奔跑，防止自救器脱落。同时要防止二次爆炸，当冲击波或火焰袭来时，应立即趴下，以避开爆炸波的冲击、火焰的灼伤或有毒有害气体的袭击。当通过风门时，应随手将风门关好，以防风流短路、紊乱，造成事故范围扩大。
二、透水事故应急措施
1、发生突水事故后，现场人员应将突水情况立即向调度室汇报，并在现场负责人的带领指挥下迅速开展抢险排水工作，保证排水设施达到最大排水能力，尽可能使工作面不淹或降低工作面淹没速度，为进一步有效开展防治水工作赢得宝贵时间。
2、若水势过猛，无法抢救，凡受到水灾威胁的所有地区的人员都必须在当班现场负责人的带领下撤出危险区域，撤离时应有组织地避开压力水头，沿着规定的避灾路线迅速撤退，同时迅速通知有可能受到水害威胁区域的人员停止工作，切断电源，快速撤离。调度室根据总指挥的指令通知有可能受到水害威胁区域的人员迅速
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撤离。
3、调度室接到水灾事故报告后，立即通知机电队，机电队立即向该排水点增派排水、检修、电工等人员，确保排水能力有效可靠。
4、矿水灾事故应急救援指挥部成员到达调度室后，立即听取突水情况汇报，根据突水量大小及危害程度迅速根据《煤矿安全生产事故及突发事件应急救援预案》确定对策。
5、水灾事故应急救援总指挥根据水灾危害程度决定是否请求矿山救护大队及其它单位给予支援。
6、矿井水灾事故应急救援指挥部成员与专业技术人员一起认真分析研究突水水源、突水通道，确定下一步治水方案。 三、冒顶应急措施
1、局部冒顶事故处理：
对于局部冒顶应先对临近冒顶处的巷道采取加固措施，然后用架抬棚穿长梁的方法由外向里逐段进行出矸、架棚、背木接顶，完成冒顶区的巷道处理工作。
2、大范围冒顶事故处理：
（1）对大范围冒顶应先维护加固冒顶区外的巷道，防止冒顶区扩大。 （2）对冒顶区根据现场情况可选用“井”字木垛法、搭凉棚法、撞楔法、打绕道法、架抬棚超前梁综合法进行修复。
3、冒顶堵人的处理：
发生顶板冒落堵人事故抢救时应注意以下几点：
（1）首先探明冒顶区域范围和被埋压堵截的人数与位置。一般采用呼叫、敲打等方法。
（2）积极恢复冒顶区的正常通风，如暂时不能恢复时应利用水管、压风管及打钻孔等方法向被困人员供新鲜空气、饮料和食物。
（3）处理冒顶时，必须始终坚持由外向里的原则先加强附近支护，防止二次冒顶，必要时可开掘通向遇难人员的专用巷道。
（4）遇有大块岩石威胁遇难人员时，可使用千斤顶等工具移动石块。应尽量避
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免破坏冒落岩石的堆积状态。 四、火灾应急措施
1、事故发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，对事故的类型和发生地点作出正确和科学的分析，然后要立即采取自救与互救措施，位于灾区的人员先要尽快撤离灾区。波及区域的人员在接到通知后也要及时撤离。
2、撤离时，遇险人员必须在当班现场负责人的组织与带领下，按避灾路线迅速地进入就近进风流中，撤离危险区。撤离时，应最少两人以上同行，要互相帮助，互相照顾，不准单独乱跑。回风侧的人员能越过火区时，最好快速穿越火区，然后和进风侧人员沿进风线路撤退。若回风侧人员不能越过火灾地点时，应迅速佩戴好自救器，沿最近巷道快速进入其它进风风流巷道。当撤离人员中的最后一人通过风门时，应随手将风门关上，以防风流短路，通风系统紊乱，导致采区受灾范围的扩大。
3、撤离过程中，不要奔跑，防止自救器脱落。同时要防止瓦斯爆炸，当冲击波或火焰袭来时，应立即趴下，以避开爆炸波的冲击、火焰的灼伤或有毒有害气体的袭击。当通过风门时，应随手将风门关好，以防风流短路、紊乱，造成事故范围扩大。
五、矿井停风应急措施
1、接调度室通知后如果该工作面受停风影响应立即停止工作，切断施工地点所有非本质安全型电气设备的电源，最后停掉局部通风机电源，在当班现场负责人的组织与带领下，迅速地进入进风大巷内（有电话的地点），撤离到位后现场负责人清点人数，就近汇报调度室，等待下一步指令。当撤离人员中的最后一人通过风门时，应随手将风门关上，以防风流短路或通风系统出现紊乱。变配电操作工、水泵司机在撤离前，应将各自岗位内的电气开关全部操作至“零位”，并闭锁。
2、当各集结地点得到应急救援指挥部的撤人命令后，在现场负责人的带领下组织本区域所有人员有秩序地按照避灾路线撤离。 六、机电事故应急措施
1、立即切断电源，或用绝缘物将电源移开，使触电者迅速脱离电源，同时抢救
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人员要防止自己触电。
2、将伤员迅速移至通风安全地点，解开衣扣、裤带，检查有无呼吸和心跳。如发现已经停止呼吸或心音微弱，应立即进行人工呼吸或胸外心脏挤压。
3、若呼吸和心跳都已停止时，应立即进行心脏按压和口对口人工呼吸法以及输氧等抢救措施。
4、抢救的同时可针刺或指掐人中、合谷、内关、十宣等穴位，以促其苏醒。 5、对遭受电击者,如有烧伤、跌伤、出血及骨折等症状，应及时给予包扎、止血及骨折固定等急救处置，要及时给伤员保暖。
6、伤员稳定后，迅速转运并护送到医院进行救治。 七、运输事故应急措施
1、车辆运输事故发生后，驾驶员和随乘人员应立即向调度指挥中心汇报，并开展自救、互救，采取有效措施救助受伤人员；当司机和随乘人员生命受到威胁时，可视情况离开现场，但应保持与矿有关部门的联系；
2、在事故现场各来车方向40米处设置警示标志，防止二次事故的发生； 3、人员避让到安全区域，然后向调度指挥中心详细汇报事故发展情况，明确汇报事故发生具体位置；
4、应立刻拨打120或联系就近医院求救，在医院急救人员尚未到场的情况下，所有参加现场救援的人员应本着救人第一的原则，紧急实施对伤员的急救，直到被急救人员送往医院。
5、当车辆发生起火时，现场人员应利用所有可用于灭火的物品灭火，若无法扑灭起火或乘车人员无法逃出事故车辆的情况，应立即拨打119请求支援。
6、在消防人员尚未到场的情况下，应保证事故区域和受威胁区人员的安全撤离，尽可能的控制车辆火势，防止火灾扩大，避免发生爆炸，创造接近火源直接灭火的条件；或保障被困人员的安全，采取适当措施尽力抢救被困人员，为继续营救创造条件；并在保障救援人员自身安全的前提下，使事故损害减少到最小。
7、车辆运输事故发生后，应及时疏散现场围观人员，维持现场秩序，保留现场，提供事故追查需要的证据。
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第二节 避灾原则及路线
一、避水灾原则及路线：
1、避灾原则：
当井下发生水灾时，作业人员根据避灾路线迅速往上坡上山巷道（即高处避灾）。在透水事故发生时，一般来势很猛，不能在水前面跑，也不能盲目往下坡下山方向跑，应冷静分析情况，如高处巷道不通往安全出口，或组织人员轮流寻找可能的通道，或想法挖通就近巷道，或等救援人员前来救助。
2、避水灾路线：
路线一：23201胶运顺槽掘进工作面→回风联巷→3-1煤集中辅运大巷→3-1煤副井暗斜井→2-2煤辅运大巷→主斜井井筒→地面。
路线二：23201胶运顺槽掘进工作面→回风联巷→3-1煤集中辅运大巷→三联巷→3-1煤集中主运大巷→3-1煤运输煤门→主斜井井筒→地面。
路线三：23201胶运顺槽掘进工作面→3-1煤集中回风大巷→3-1回风暗斜井→回风斜井井筒→地面。
二、避火灾、瓦斯、煤尘爆炸原则及路线：
1、避灾原则：
当井下发生火灾时，尤其是电器火灾时，必须切断电源，就近取得消防器材，避开烟雾，用直接灭火的方法迅速将火扑灭。若火势大扑不灭时，所有人员迅速戴好自救器，沿避灾路线撤离，并及时汇报矿调度。
当井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，所有人员迅速背向爆炸方向，脸朝下卧倒，立即佩戴自救器，用衣服遮盖身体，待冲击波减弱后，迅速按避灾路线撤到安全地点或出井。如光听到声音，而冲击波未到，应迅速按避灾路线撤离灾区或出井。如因巷道塌落等原因撤不出去，应就近寻找避难硐室或移动救生仓，进入后等候救援人员前来救护。要注意矿井反风和通风设施被破坏造成风流方向改变，要根据实际情况判定，迅速撤到进风风流中去。
2、避灾路线
路线一：掘进工作面→回风联巷→3-1煤集中辅运大巷→3-1煤副井暗斜井→2-2
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煤辅运大巷→主斜井井筒→地面。
路线二：掘进工作面→回风联巷→3-1煤集中辅运大巷→三联巷→3-1煤集中主运大巷→3-1煤运输煤门→主斜井井筒→地面。
3、全矿井反风时避灾路线：掘进工作面→3-1煤集中回风大巷→3-1回风暗斜井→回风斜井井筒→地面。
附图14：避灾路线示意图
附件15： 23201胶运顺槽掘进工作面设计前专项辨识重大安全风险清单
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