顺达避难硐室掘进规程.docx
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顺达避难硐室掘进规程
济源鹤济顺达煤业有限公司简介
济源鹤济顺达煤业有限公司（以下简称顺达矿），属技术改造矿井，2005年9月参加资源整合，2006年10月开始技改，设计年生产能力15万吨，2010年6月参加煤炭企业兼并重组。
顺达矿位于济源市下冶镇曹腰村境内，井田南北走向长1996m，东西倾斜宽2019m,面积3.3203km2，限采二4和一1煤层。
矿井工业储量272万吨，设计可采储量156.62万吨，首采二4煤层。
矿井服务年限8年。
顺达矿为瓦斯矿井，2011年矿井瓦斯鉴定结果：
全矿井瓦斯绝对涌出量0.78m3/min，二氧化碳绝对涌出量1.11m3/min，矿井地质构造程度和水文地质类型均为中等，煤尘无爆炸性；煤层自然倾向性为III类，不易自燃。
顺达矿距下冶镇政府约3km，东到济源市约55km，往北20km与S312济源—山西侯马公路干线相连，东到济源市与焦枝铁路相连，西达侯马与同蒲铁路相连，矿区内有500m简易公路与下冶乡～郑山村乡村公路通相连。
济源市到周边各大中城市均有高等级公路相通，交通条件极为便利。
第一章概况
地
第一节概述
一、巷道名称
本《作业过程》掘进的巷道为矿井的避难硐室。
二、掘进目的及用途
避难硐室满足设备安装、管线敷设要求，同时满足矿井发生灾害时100人紧急避险要求。
三、巷道设计长度和服务年限
避难硐室设计总长度78m（平距），服务年限8年。
四、预计开竣工时间
本掘进工作面自2013年2月开工，预计2013年3月完工。
第二节编制依据
一、豫政【2010】17号文。
二、顺达矿《紧急避险》设计说明书及批准时间
鹤煤办【2012】290号文《关于对鹤济克井二矿等六家煤业公司井下紧急避险系统方案设计的批复》，批准时间为2012年5月31日。
三、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《避难硐室掘进工作面地质说明书》，批准时间为2013年2月。
第二章地面位置及地质情况及地质情况
第一节地面相对应位置及邻近采区开采情况
地面相对应位置及邻近采区开采情况见表1。
表1井上下情况对照表
水平、采区
+309m水平212采区
工程名称
避难硐室
地面标高/m
+368～+369
井下标高/m
+300.8～+301.4
地面相对位置建筑物、小井及其他
位于主井北偏东山坡上，距主井口约120m左右，地面无村庄，无农田。
井下相对位置对掘进巷道的影响
避难硐室两端和212采区运输下山及轨道下山相连，北口东距21206首采面上口176m，上距+309平巷90m。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
避难硐室北口212采区运输下山有原下冶镇财源煤矿的采空区，2005年资源整合时停采。
其它方向无采空区。
第二节煤（岩）层赋存特征
避难硐室煤厚在0.7m左右，属薄煤层。
煤层以块状为主，粉末状次之，煤层透气性差。
该面煤层呈单斜状，煤（岩）层产状走向180º～190º，倾角7º。
煤层特征及煤层顶底板特征见表2、表3.
表2煤层特征情况表
指标
数值
备注
煤层厚度/m
0.7
煤层倾角/（º）
7
煤层硬度/ƒ
<2
煤层层理
中等发育
煤层节理
中等发育
自然发火期
不自然
绝对瓦斯量（m3.min-1）
0.95
煤尘爆炸指数
无爆炸性
地温/℃
22
瓦斯含量（m3.min-1）
1-2
地压
无
表3煤层顶底板特征情况表
顶板
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度/m
岩石特性
基本顶
细粒长石
石英砂岩
<6
3～3.5
白色，致密、坚硬
直接顶
泥岩
<3
1.2～1.6
灰色，性脆，强度低
伪顶
炭质泥岩
<1
0.1～0.3
灰黑色，局部发育
底板
直接底
<2
2.5
性脆，吸水膨胀，局部夹泥岩
基本底
附图1煤岩层综合柱状图
第三节地质构造
该块段总体为单斜状，根据212采区运输下山和轨道下山掘进中揭露的煤岩层，避难硐室工程无构造。
第四节水文地质
1、避难硐室煤层直接顶为泥岩，基本顶为细粒长石石英砂岩，岩层致密，呈层理发育，节理不发育，由于顶板上部含水层为偌含水层，预计对掘进无影响。
2、该面四周都有巷道揭露，没有采空区。
3、根据四周掘进水文地质情况，预计该面掘进时没有涌水，局部可能会出现顶板滴水现象。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
避难硐室首先在212采区运输下山上段距D68号测点35米处开口，按方位角180º沿顶施工避难硐室，生产技术科再按同一方位给定中腰线施工，直至与轨道下山贯通。
总工程量为78m，其中：
主硐室和通道60m、壁坎18m。
附图2：
避难硐室平面图。
第二节矿压观测
第三节支护设计
一、巷道断面
避难硐室采用锚网喷支护，断面为矩形，高×宽为2.2×3.0m。
附图3：
巷道支护断面图
二、支护方式
（一）临时支护
避难硐室临时支护，采用带帽点柱，点柱规格为直径不小于16cm、长3m的新鲜原木，每排点柱4根，顶板破碎时，每排点柱5根，木帽规格长×宽×厚为500mm×300mm×50mm。
附图4：
临时支护平、剖面图
（二）永久支护
避难硐室采用锚网喷支护方式作为永久支护，支护材料为等强螺纹锚杆、菱形金属网，喷浆采用水泥、沙混合料。
附图4：
永久支护平、剖面图
三、支护设计
（一）设计方法
根据避难硐室工程的情况，结合已施工巷道的经验数据，采用工程类比法进行该面锚网喷设计。
（二）类比工程的选择与比较
副井底运输大巷、副井底车场均采用锚网喷支护，于2010年8月和2011年12月完成支护工程交付水仓使用，目前副井底运输大巷、副井底车场状况良好，能满足安全生产需要。
避难硐室工作面与副井底运输大巷车场为同一煤层，顶底板岩性接近，所以选择副井底运输大巷、副井底车场的支护设计的类比对象是合适的，副井底运输大巷、副井底车场的锚网喷支护设计有重要参考价值。
四、避难硐室支护设计
根据副井底运输大巷、副井底车场施工的成功经验，在现有的支护强度下，应尽可能增加巷道的有效断面，并满足避险设施设备安装存放、管线敷设、硐室不漏气、人员安全避险的需要。
为此，根据100人避难要求硐室断面见工程量及特征表，附表4。
附表4硐室断面特征表
五、支护参数设计
锚杆：
18型螺纹钢，规格为Φ18×1800mm的端头锚固式等强螺纹锚杆；扩巷施工中，对原巷道未被崩坏失去支护能力的锚杆，可截去适当长度后，上好锚杆托盘和锚杆螺母并用力矩扳手紧固至规定预紧力继续使用。
每根锚杆使用4卷树脂锚固剂，第一卷为快速，其余为中速，锚杆预紧力不低于100N·m，顶部锚杆锚固力＞100kN，帮部锚杆锚固力＞70kN。
支护材料消耗（每循环巷道）见附表3-3-1。
附表3-3-1支护材料消耗表
材料名称
单位
数量
锚杆
根
1
树脂锚固剂
卷
4
锚杆托盘
个
1
六、锚杆安装
1、顶部锚杆安装
（1）准备工作
①检查支护材料规格、质量是否符合规程规定；
②敲帮问顶，检查顶部及两帮支护是否完好，处理危岩活矸，若活矸脱落，造成锚杆失效的必须重新补打锚杆；
③前移前探梁，用背板把顶背紧、背牢；
④班组长根据设计要求量取中腰线及间排距，确定眼位；
⑤把风、水管理顺，材料运至工作面，抬进钻机、钻杆等，将风、水管分别用安全夹、销与钻机连接牢固，打开风、水阀门，进行试运转；
⑥打眼深度为2.35m（在钻杆距钻头2.35m处标注打眼深度，结束后应注意使用卷尺深入眼底观测巷壁钢尺读数即为眼深）。
（2）打眼
①打眼时，工作人员必须站在控顶范围内，严禁空顶作业；
②打眼工分腿站立，双手紧握操作手把，身体保持平衡；
③掌钎工一手握住钻机扶手，一手将一短钻杆插入钻机连接套内，向打眼工发出开钻信号；
④打眼工缓送气腿阀门，使气腿慢慢升起，对准眼位顶紧；点动钻机，待眼位固定钻进一定深度时，开水，掌钎工退到打眼工一侧进行监护；
⑤当钻进约50mm深度时，全速钻进；
⑥待短钻杆基本进入岩体，打眼工应停水停风并落下气腿；掌钎工待钻机停止运转后，拔出短钻杆，换上长钻杆，对准眼位；打眼工缓送气腿阀门，使气腿慢慢升起，将长钻杆顶紧；开风开水，全速钻进，打至设计深度。
（3）锚杆安装
①锚杆眼全部打完后，使用清眼管对锚杆眼进行压风清理浮尘、积水等，并检验锚杆眼深度是否符合设计要求；
②按规定用手把树脂锚固剂用锚杆杆体轻推入孔；
③在锚杆上依次安装锚杆垫盘、锚杆螺母；
④缓开气腿阀门，将树脂锚固剂顶至孔底；开机搅拌，边搅边推，直至将锚杆顶端推到眼底，开机搅拌到结束时间约15～25s；
⑤在掌钎工的帮助下落下钻机，用力矩扳手把锚杆螺母紧固至规定预紧力，从停钻到开始紧固螺母等待时间不小于15min；
⑥用力矩扳手抽检锚杆紧固情况，发现有松动现象，必须用加力杆重新紧固，然后用力矩扳手重新抽检，如此反复进行，直至锚杆在抽检过程中达到设计要求。
⑦顶部锚杆打设要紧跟迎头，锚杆打设要紧贴岩面，锚杆外露长度30~50mm。
七、两帮锚杆安装
（1）准备工作
①检查支护材料规格、质量是否符合规程规定；
②敲帮问顶，检查顶部及两帮支护是否完好，处理活矸危石，若活矸脱落，造成锚杆失效的必须重新补打锚杆；
③根据锚杆布置方式，班组长量取间排距，确定眼位；
④检查风钻，压风、供水管路及其连接是否完好，并进行试运转；
⑤打眼深度为2.35m（在钻杆距钻头2.35m处标注打眼深度，结束后应注意使用卷尺深入眼底观测巷壁钢尺读数即为眼深）。
（2）打眼
①掌钎工站在风钻一侧，两手稳抓钻杆，对准标好的眼位，向打眼工发出信号；
②开眼时，把钻机操纵阀开到轻转位置，待眼位固定并钻进20~30mm后，打开水门，掌钎工两手松开，退到机身后侧监护，打眼工把操纵阀开到中转位置钻进，当钻进50mm左右时全速钻进；
③打眼过程中，要随时注意帮顶，发现有片帮、掉顶危险时，必须立即停钻处理；要经常检查风、水管路的连接头及钻眼机具运转情况，出现异常情况时，必须停钻处理；
④打至设计深度后，撤钻，关闭水阀门，小开风阀门，同时收缩气腿，使钻杆在旋转中退出眼孔，关闭风阀门；
⑤打底角锚杆时，钻杆拔出后，应及时用物体把眼口封护好，防止煤岩块堵塞眼孔；
⑥依次打完帮眼后，关闭风、水管路，将水管、风管从钻机上卸下来，打开钎卡，取下钻杆。
（3）锚杆安装
①锚杆眼全部打完后，使用清眼管对锚杆眼进行压风清理浮尘、积水等，并检验锚杆眼深度是否符合设计要求；
②按规定用手把树脂锚固剂用锚杆杆体轻推入孔；
③将风、水管连接至风钻，检查风钻，风、水管及其连接情况，并进行试运转；
④缓开气腿阀门，将树脂锚固剂顶至孔底；开机搅拌，边搅边推，直至将锚杆顶端推到眼底，开机搅拌到结束时间约15～25s；
⑤用风钻将锚杆螺母紧固至规定预紧力，从停钻到开始紧固螺母等待时间不小于15min；
⑥用力矩扳手抽检锚杆紧固情况，发现有松动现象，必须用加力杆重新紧固，然后用力矩扳手重新抽检，如此反复进行，直至锚杆在抽检过程中达到设计要求。
⑦帮部锚杆落后迎头不得大于5m，待出矸结束露出两帮后，要及时打设帮部锚杆；锚杆打设要紧贴岩面，锚杆外露长度30~50mm。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、施工前，由生产科标定好巷道的中、腰线，施工单位严格按中、腰线施工并画出巷道轮廓线，点出炮眼位置并严格按照炮眼位置打眼放炮。
2、施工前，应提前按设计要求，准备好各种工具及支护材料。
3、施工处为全风压通风，不需安装局部通风机；可采用扩散通风，不需安装局部通风机。
4、永久避险硐室施工分为两个阶段：
首先是扩巷和硐室施工，将永久避险硐室主体巷道一次性扩完，扩至相应硐室位置时施工对应硐室，并用锚杆进行临时支护；然后待扩巷完成后再进行巷道砌碹施工。
5、扩巷施工时，主体巷道段采用挑顶、扩帮的方法进行扩巷施工。
开始施工时使用风钻或风煤钻先打设巷道下部炮眼，下部炮眼打完后对下部炮眼进行装药爆破，爆破结束后，待炮烟吹散，由班组长、爆破员和瓦检员进入工作面，由外向里检查工作面围岩、瓦斯和拒爆情况，并敲帮问顶，处理活矸，确认安全后，施工人员在矸石堆上对上部炮眼进行打设，上部炮眼打完后对上部炮眼进行装药爆破,爆破结束后，待炮烟吹散，由班组长、爆破员和瓦检员进入工作面，由外向里检查工作面围岩、瓦斯和拒爆情况，并敲帮问顶，处理活矸，确认安全后，施工人员在矸石堆上对顶部锚杆和上部炮眼进行打设，打设完成后人工进行出矸，出矸结束后再打设帮部锚杆和下部炮眼，以此类推向前施工。
6、扩巷施工采用打眼放炮的方法进行施工，开口施工时使用风钻或风煤钻先打设巷道下部炮眼，下部炮眼打完后对下部炮眼进行装药爆破，爆破结束后，待炮烟吹散，由班组长、爆破员和瓦检员进入工作面，由外向里检查工作面围岩、瓦斯和拒爆情况，并敲帮问顶，处理活矸，确认安全后，施工人员在矸石堆上对上部炮眼进行打设，上部炮眼打完后对上部炮眼进行装药爆破,爆破结束后，待炮烟吹散，由班组长、爆破员和瓦检员进入工作面，由外向里检查工作面围岩、瓦斯和拒爆情况，并敲帮问顶，处理活矸，确认安全后，施工人员在矸石堆上对顶部锚杆和上部炮眼进行打设，打设完成后人工进行出矸，出矸结束后再打设帮部锚杆和下部炮眼，以此类推向前施工。
7、扩巷及硐室施工结束后，开始对巷道进行料石砌碹永久支护。
第二节凿岩方式
一、打眼工具
打煤眼采用手持式ZQS（T）-40/3.0型风煤钻两台，一台工作，一台备用；打岩石眼采用YT-28风钻两台，一台工作，一台备用。
分别配备1.0m、1.5m、2.0m、2.2m风钻杆及麻花钻杆各两根。
二、降尘方法
采用湿式打眼，水炮袋放炮，放炮喷雾，装矸前洒水的方法降尘。
第三节爆破作业
一、爆破器材
炸药型号为3＃煤矿许用炸药，雷管型号为8＃煤矿许用瞬发电雷管。
发爆器采用连锁数显遥控发爆器起爆。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用木质炮棍送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水袋，以免炸药受潮拒爆。
三、起爆方式
1、主体巷道、硐室施工爆破采用串联方式。
四、炮眼布置
（一）扩巷施工炮眼布置
1、根据下列公式计算出爆破所需的总炸药量：
Q=qSln
式中：
q—单位炸药消耗量，q=1.8kg/m3；
S—巷道毛断面面积，16.28m2；
l—炮眼深度，1.2m；
n—炮眼利用率，取0.9。
则：
Q=1.8×16.28×1.2×0.9=31.6kg
2、根据下列公式计算出每茬炮所需炮眼数目：
N=q×m×n×S/（x×p）
式中：
N—炮眼数目，个；
q—单位炸药消耗量，q=1.8kg/m3；
m—每个药卷长度，取m=0.2m；
n—炮眼利用率，取0.9；
S—巷道毛断面面积，16.28m2；
x--炮眼装药系数，一般取0.5—0.7，取0.5
p—每个药卷重量，取0.15kg
则：
N=1.8×0.2×0.9×18.8/（0.5×0.15）=70.3个
实际取炮眼数为70个。
附图4-4-4：
永久避险硐室硐室施工炮眼布置图及爆破说明书
第四节装载与运输
工作面采用人工装煤（矸），煤（矸）采用1t“U”型矿车运输。
有轨道下山运至二4煤层总回风巷再经斜井提升至地面。
所装煤（矸）四角平中间鼓，鼓出部分高度不能超过车沿0.2m。
第五节管线及轨道敷设
一、管线
1、电缆使用专用的电缆钩悬挂，电缆钩固定点距底板1.8m，电缆钩每隔1m一个。
2、风、水管使用专用的管子架固定在巷道东帮（下帮），水管距底板0.3m（±0.1m），风管距水管0.2m，管架每隔3m固定一个。
风、水管路要接口严密，不得出现漏水、漏风现象，风、水管距工作面20m范围内使用高压软管，20m以外使用Φ5mm管，要随工作面前进及时延长，以备工作面正常用水。
二、轨道
1、采用15kg轨道，木道枕。
道轨距600mm，误差不大于10mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差不大于5mm，高低差不大于5mm，水平差不大于10mm，轨道铺设平整。
2、道枕间距1m，误差±100mm，轨道接头必须有道枕，转弯处增加道枕，每块道板固定不低于4个道钉，道接口处加强固定。
3、钉道要求扣件齐全，链接牢固，转弯处轨距适当加宽，外弯适当抬高，确保铺设的道轨坡度一致，轨道中心线和巷道中心线平行。
4、轨道型号要一致，无杂拌道，轻轨无浮离、空吊板、弹簧道现象。
5、钉道时，锤头和锤把要先检查是否链接牢固可靠，防止抡锤掉头伤人。
第六节设备及工具配备
附表5-6-1设备及工具配备情况表
设备名称
类型
功率/kw
数量/台
工具名称
单位
数量
风煤钻
ZQS（T）-40/3.0
大锤
个
1
风钻
铁镐
个
2
锚杆机
钢钎
个
2
信号综保
风镐
部
2
调度绞车
铁锹
把
4
耙斗装岩机
吊链
个
2
喷浆机
滑轮
个
3
第五章生产系统
第一节通风
1、通风校核
（1）按巷道内最多人数计算
Q=4N=4×20=80m³/min
式中：
4—每人每分钟所需风量，m³/min
N—掘进面人数按交接班时人数计算（每小班10人，交接班时20人）
（2）按瓦斯涌出量计算
煤层瓦斯涌出量0.78m³/min。
Q=100×Qm×Km=100×0.78×1.1=85.8m³/min
Qm—绝对瓦斯涌出量，0.78m³/min
Km—瓦斯涌出不均衡系数1.1
（3）按炸药量计算
Q=25A=25×5.6=140m³/min
25—炸药系数
Q—掘进工作面所需风量m³/min
A—掘进工作面每循环最大炸药用量5.6㎏。
工作面最大所需风量为140m³/min。
2、通风系统：
副井→265进风巷→12采区运输下山→工作面→12采区回风下山→二4煤层总回风巷→总回风巷→地面
附图5-1-1：
永久避险硐室通风系统示意图
第二节压风系统
由地面空压机房供给工作面所需压缩空气，送至工作面的有效风压不低于0.4MPa，工作面压风管直接连在轨道下山工作面的压风管路上。
采用φ5管铺设到距迎头20m左右。
压风系统：
平地压风机房→主井→309平巷→轨道下山→工作面
第三节综合防尘
本工作面所需防尘用水由轨道下山防尘水管接入工作面，工作中要坚持使用湿式凿岩、水炮袋放炮、放炮前开水幕、放炮后洒水灭尘、冲冼岩帮等措施防止粉尘飞扬，创造良好的工作环境，在坚持综合防尘的基础上，工作人员要戴好防尘口罩，搞好个体防护。
具体要求如下：
1、湿式凿岩：
使用风钻或风煤钻打眼时必须使用钻杆中心注水。
2、装药放炮时，除使用黄土封泥外，必须使用水炮袋，每眼至少装一个水炮袋，且水炮袋要充满封严。
3、每次放炮前要坚持开水幕，以净化空气，水幕雾化要好，且能覆盖巷道全断面。
4、每次放炮前、后要用防尘管将距工作面30m以内的巷道顶、帮全部冲刷一遍，以防止震动引起浮尘飞扬。
5、装矸时，要将所装矸石全部洒水湿润，避免因装矸时造成粉尘飞扬。
6、在坚持做好上述几项防尘工作的基础上，施工人员要佩戴好防尘口罩，以免将粉尘吸入体内，危害人们的健康。
7、定期冲刷巷道，防止粉尘堆积，每天至少1次。
8、对于产生粉尘飞扬的地点，根据实际情况随时进行冲洗。
9、防尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面且水压符合要求。
防尘系统：
轨道下山防尘水管→工作面→防尘管道、巷道水幕、装矸洒水、装水炮袋、冲刷巷道等用水。
第四节防灭火
一、防灭火措施
工作面防火水源来自轨道下山防尘水管，轨道下山→工作面。
二、具体防灭火措施如下：
1、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，用过的棉纱布头和纸也必须存放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油、废油留在巷内或硐室内。
2、严禁将剩油、废油泼在巷道内。
3、严禁明火作业和电气失爆。
4、用静压水管作为消防水管。
5、若电气设备着火时，先切断电源，然后用沙子灭火。
6、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。
第五节供电系统
电源来自：
二4煤采区泵房，供电额定电压660V。
附图5-1-1：
供电系统示意图
第六节排水系统
该工作面水文条件简单，主要水源为打眼用水和防尘用水。
排水系统：
工作面→轨道下山→水仓→地面
第七节运输系统
一、运输方式
人工装车，1吨固定箱式矿车运输至斜井。
二、运料系统
主井口→309平巷→12运输下山→工作面。
三、运矸系统
工作面→12运输下山→斜井提升→主井口。
第八节通讯系统
一、照明
掘进工作面照明专用开关接127v矿用防爆矿灯。
二、通讯
本工作面安设矿区内部程控电话，安设在避险硐室口处便于工作面施工人员联系的地点。
第九节抽排
该工作面为低瓦斯工作面，但在地质构造发生变化时瓦斯涌出量会增大，生产过程中以密切注意。
第十节安全监控
一、掘进工作面安设2台甲烷传感器，T1距迎头小于5米，T2距汇风点10～15米。
二、断、复电瓦斯浓度及断电范围：
（1）断电值:
T1≥0.8％CH4，T2≥0.8％CH4。
（2）断电范围：
T1、T2——本掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。
（3）复电值：
T1﹤0.8％CH4，T2﹤0.8％CH4。
（4）报警值：
T1≥0.8％CH4，T2≥0.8％CH4。
三、监控设施管理措施：
（1）甲烷传感器应悬挂在规定位置，距顶板不大于300mm，据巷道侧壁不小于200mm。
（2）甲烷传感器必须安设在坚固的支护处，防止冒顶及其他伤害。
（3）甲烷传感器只有监控人员有权表校，每7d用标准气样标校一次，日常有故障应及时处理。
（4）|掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都必须用甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监控工负责安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。
（5）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时方可人工复电。
（6）掘进工作面T1传感器由施工单位负责随掘前移，严禁将传感器放在风筒处直吹。
（7）洒水煤尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。
（8）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。
附图9：
监控体统图（略）
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织劳动组织图表
1、工作制度：
采用“三八”作业，即每天三班作业，每班工作时间为8小时。
2、作业方式：
随掘随喷，二次成巷。
3、组织形式：
每班出勤10人，三班33人外加轮休3人，在册33人。
工种
出勤人数
一班
二班
三班
合计
喷浆工
1
1
1
3
打眼工
4
4
4
12
装砟工
4
4
4
12
班组长
1
1
1
3
合计
10
10
10
30
第二节作业循环
为保证正规循环作业的完成，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率
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