根据矿生产布置要求，决定在4403运输巷切眼F点后12.3米处开口施工开切眼，主要为4403采煤工作面生产原煤做准备，为了安全施工，特编制以下安全措施：
??????? 一、技术措施：
??????? 1、施工开切眼开口点位于4403切割巷F点以后12.3米，其点坐标为X=3437.118；Y=5618.536；H=831.117，以209°的方位角沿煤层施工开切眼，预计掘进30米后见断层面，遇见断层面后往后退2米再以方位角140°，掘进10.2米，贯穿于4403切割巷Ⅲ点前21.6米处。（详见开切眼设计图）。
??????? 2、开切眼断面宽2.7米，高2米，即为煤层厚度。
??????? 3、开切眼断面采用2.5米单体液压支柱配合1.2米金属铰接梁交错支护，采用矩形断面。掺设四排单体支柱，人行道与溜煤道排距1.0米，通风道排距0.7米；柱距0.8米。
??????? 4、在掘进穿口联络巷道时，其巷道断面宽度必须保证3米，高为煤层厚度（即2米），采用1米木支柱挂木板子支护，采用交错支护的方式支护；其排距为1.2米，柱距为0.5米。(详见巷道断面支护图)。
??????? 5、在施工开切眼过程中，若遇见特殊情况，可根据现场实际情况调整方位角和坡度实现贯穿。
??????? 6、炮眼布置：采用一字眼呈扇形方式，眼距0.6米，眼深1.2米，循环进度1.0米，与水平方向夹角为80°，（详见炮眼布置图）。
??????? 7、施工开切眼采用YBT-11型局部通风机，安置在S2115切眼开口点前30米巷道较宽顶板安全的地点；设备供电由S12采区上部机电硐室供给，并完善风、瓦电闭锁。
??????? 8、在施工开切眼过程中，每隔40米以方位角119°（-3‰坡度）不破煤层顶底板施工一个联络巷，贯穿S2115切割巷，用于方便材料运输。联络巷断面规格宽为1.2m，高为煤层高度；采用木支柱挂木板子支护。（详见开切眼设计图）
??????? 二、安全措施：
??????? 1、各施工人员必须经安全技术培训考试合格后方可入井作业，严格遵守煤矿三大规程以及安全技术措施。
??????? 2、开口时，必须架设好抬棚，处理好危岩、活石，在处理危岩时，严格按“刁、掺、放”的原则进行。
??????? 3、进班时，由班组长检查安全，由瓦斯检查员检查瓦斯，在确保安全的情况下人员方可进入工作面作业。
??????? 4、工作面放炮时，严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮制”，火工产品严格执行“三签字”管理办法，放炮时确保安全放炮距离100米以上。
??????? 5、经常检查工作面的瓦斯状况，若瓦斯浓度达到1%时不得用电钻打眼；若瓦斯浓度达到1.5%时必须停止作业、切断电源、撤出人员并进行处理，待瓦斯浓度降至1%以下时人员方可入内作业，放炮地点附近20米以内瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。
??????? 6、掘进至断层处时必须加强对断层处及其附近的瓦斯检查，如瓦斯超限，按第5条规定执行。
??????? 7、在施工开切眼时，要随时清理巷道的浮矸浮煤，保证巷道的通风及行人满足要求。
??????? 8、放炮时，由组长清点人数，撤到安全地点，由组长指派专人在S2115运输平巷距放炮地点100米以上的安全地点和S2115回风平巷H点后30米顶板安全的地点设立放炮警戒。放炮时，由放炮员大喊三声“放炮了”待5秒钟后无异常情况时方可立即放炮，放完炮后由组长亲自撤出放炮警戒。放炮后所打到的支柱必须立即恢复。
??????? 9、风筒连线要求平直，接口完好，减少漏风且风筒出风口距离碛头不得大于4米，确保工作面所需风量，不得微风、无风作业。
??????? 10、在工作面贯穿前30米时，施工班组提前通知安全通风科人员做好准备工作，瓦斯检查人员要经常检查贯穿点及其附近的瓦斯状况。
??????? 11、加强顶板管理，严格按排、柱距支护，支柱不得掺在浮煤、浮矸上，杜绝光头顶子和不合格的支柱，工作面在压力较大或较破碎时要相应缩小工作面柱距为0.5米，并且打好砂礅子或木垛，正路穿口处要加强支护。
??????? 12、加强贯穿管理：①加固原切割巷穿口点前后5米范围内的支护，；②采用浅眼爆破；③
??????? 12、掘进至断层前，必须采用少装药放振动炮或人工挖的方式揭露断层。
??????? 13、掘进至断层期间和掘进联络巷时必须加强支护管理，须缩小柱距为0.5米。
??????? 14、工作面遇瞎炮时必须严格按照《煤矿安全规程》第三百四二
??????? 条执行。
??????? 15、每班作业完出班时，必须经值班队长检查验收合格同意后方可出班；值班队长对当班情况必须及时交班上报。
??????? 编制：黎浪
??????? 2009年3月23日
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??????? 601运输巷锚杆支护施工安全措施
??????? 601运输巷原设计为矿工钢作永久支护，临时支护采用前探梁支护。根据迎头顶板岩性，煤岩层结构情况，经矿研究决定，601运输巷永久支护改为锚网支护。为了保证施工安全，特制定如下补充安全措施。
??????? 一、施工前的准备工作：
??????? 1、施工队按计划准备锚杆、树脂药卷、托板、螺帽、金属网（金属网采用12#元丝加工而成）、临时支护材料等。
??????? 二、施工顺序：
??????? （1）敲帮问顶→临时支护→打锚眼→锚固。
??????? （2）随掘进头掘进方向由北向南进行。
??????? 四、锚杆支护技术措施：
??????? 1、锚杆支护
??????? ①、锚杆及构件：锚杆用￠18螺纹钢制成，锚杆尾螺纹段长0.05m；金属弧形方托板规格：长×宽×厚=120㎜×120㎜×8㎜；每根锚杆上1颗M16㎜的螺帽。
??????? ②、锚杆支护参数：
??????? 锚杆长度：2m/根。树脂药卷规格：长350㎜，直径￠23㎜。
??????? 锚固形式：端头锚固，每根锚杆用3卷树脂锚固剂。
??????? 锚固力：60KN。
??????? 锚杆布置：方形布置。锚杆垂直于巷道轮廓线，锚杆不得布置在岩缝中。
??????? 锚杆间、排距：0.7m，局部较破碎段缩小间、排距为0.6m。
??????? 每张金属网规格：长×宽=2.0m×1.0m，金属网网孔规格：100㎜×100㎜。
??????? 2、锚杆支护参数验算
??????? ①、锚杆长度
??????? L≥a+b+h=0.4+0.1+1.5=1.4(m)
??????? 式中 L--锚杆长度；
??????? a--锚杆锚入坚固稳定的悬吊岩层深度（一般0.25～0.4m，取0.4m）；
??????? b--锚杆外露长度。有托板的≯0.1m；
??????? h--被悬吊岩层厚度（分层厚度为1.2m，破层段取1.5m）。
??????? 选择锚杆有效长度为2.0m符合要求。
??????? 以上锚杆间距设计也符合按经验公式D≤0.5L=0.5×2.0=1.0m（D--锚杆间距，m；L--锚杆长度，m）确定的锚杆参数。
??????? 五、锚杆支护施工方法及技术要求：
??????? ①、采用MQT-120锚杆机，采用￠28的钻头，打眼困难时采用长、短钎套打。
??????? ②、锚眼布置范围：锚眼布置在岩层破碎带内及破碎带边缘外围0.5m的稳定的岩层上。
??????? ③、采用锚杆搅拌机安装锚杆（也可以用风煤钻代替）。锚杆必须直抵眼底，锚杆外露长度≤100mm，金属网必须紧压在托板与岩面之间，螺帽拧紧，不得有松动。
??????? ④、每班进班前，根据交班情况和本班工作安排领取质量合格、数量足够的锚杆、药卷和金属网，锚杆、药卷和金属网必须在工作地点妥善保管存放，当班未用完的药卷、锚杆及其它配件应统一放在指定地点留给下一班继续使用。
??????? ⑤、对已锚支段巷道，施工队要经常检查，发现失效锚杆必须及时补锚。
