1、潞新二矿东翼回风大巷设计说明书编制单位：潞新二矿生产科编制时间：2010 年 6 月 30 日设 计：生 产 科：机 电 科：通 风 科：安 检 科：总工程师：矿 长：行人下山设计说明书一、工程概况潞新公司二矿采用一对反斜井开拓，为单水平上下山开采，通风方式为中央并列式，2004 年，二矿下山采区开拓工程完工，下山采区采用两翼开采，采区倾向长度约 1250m,其深部距 818水平垂深达到 310 米，下山采区开采初期，由于各区段距 818水平的距离较近，因此行人的矛盾并不突出，但随着回采深度的增加，行人与生产的矛盾越来越严重，因此必须解决行人的困难才能保证生产正常进行。轨道下山和皮带下山断面狭
2、小，不适合放置其它运人设备，因此我矿决定施工行人下山，在行人下山中设置架空运人设备，以解决行人困难影响生产的问题。二、行人下山地质概况1、位置及范围行人下山位于+818 水平以南，西距井底车场约 116 米，其北部从东轨道大巷开口，南部通过 E4205 工作面皮带顺槽与皮带下山贯通，整个工程巷道全长 1387.3 米。该项工程从北至南要依次跨过东皮带大巷、E4202 及 E4203 工作面上下顺槽，未来生产中还有 E4204 及 E4205 工作面顺槽需从行人下山底板钻过。2、地面情况及标高地面为平缓之戈壁，上覆植被及少量耕地，标高为+1049+1026 米，在+818 以南 701.0113
3、1.0 米范围内，为二井工广覆盖范围，工广南北部有铁路及简易公路穿过。3、煤层赋存情况该工程所处煤层平均厚 6.78 米,两极厚 5.637.55 米，煤层结构简单,夹矸少，总体为全煤。煤岩层平均倾角 7，两极值 3.519.5，总体为北缓南陡，煤层在走向上与总行人下山小角度斜交，CK15 孔以南煤层倾角增大，平均达到 15.0。具体详见总行人下山地质剖面。4、施工地段岩面情况该工程施工地段主要以 4#煤层为主，煤层顶板岩性主要为粉砂质泥岩、粉砂岩、3#煤及泥岩，局部直接顶为砂砾岩(如219 孔前后)，煤层底板岩性主要为粉砂岩、中砂岩及泥岩，老底为 5#煤。在掘进过程中因要穿越各工作面上下顺槽
4、，局部会有少量的破顶或破底段，详见总行人下山地质剖面，届时应严格按腰线施工。5、地质及构造情况该工程所处煤岩层总体赋存稳定，在走向及倾向上变化不大，据三维地震勘探资料及已掘的皮带、轨道下山工程，下山煤层北部、中部及南部倾角分别为 6、3.5、15.0。在北端开口以南 926.0 米处，将揭露 DF78 逆断层，因要过断层巷道要掘岩巷及半煤岩巷约 20.0 米。其余因设计需要巷道有局部的破顶或破底段，详见总行人下山地质剖面。6、水文地质情况及防水措施据已掘的皮带、轨道下山工程，4#煤层老顶为砂砾岩，含有微量水，同时 4#煤层本身为一弱含水层，掘进后过一段时间会在巷道内节理、裂隙发育地段出现煤壁潮
5、湿现象，局部巷道会有滴淋水现象，加之局部巷道砂砾岩直接覆于煤层顶板，预计在该类地段涌水量会有增加趋势，但因涌水量不大，且没有持续的补给水源，因此对生产影响不大。5、瓦斯、煤尘与煤的自燃情况据日常瓦检记录表明，瓦斯含量极微弱，对生产无影响，但是随着开采深度增加，瓦斯涌出量相应增大，要加强通风管理，根据不同时期瓦斯涌出，制定采掘工作面配风计划，并严格落实。原煤炭部抚顺煤科所对生产井采样试验结果表明，煤尘具有爆炸危险性。井田内各煤层均具有自然发火期倾向，发火期一般在 36 个月，属自燃煤层。三、巷道布置1、行人下山根据二矿现有的开拓及巷道布置形式，皮轨下山以西巷道错踪复杂，而其东部巷道较少，且井筒保
6、护煤柱较大，布置行人下山较容易，因此选择行人下山布置于皮轨下山以东。行人下山位于井底车场东部 116 米处，从东轨道大巷开口方位角为 148，终点为 E4205 皮带顺槽，并通过 E4205 皮带顺槽与皮带下山联系。选择此位置主要是考虑了以下几个方面，一是该处巷道稀少，比较容易布置；二是该巷道必须距离炸药库超过 20m；三是在此布置岩巷工程量小。行人下山基本沿煤层中上部向南掘进施工。行人下山在掘进中设立三个上下人车站，第一个车站为猴车绞车硐室，该硐室全长 30m，巷道坡度为 0，第二个车站位于 E4203 皮带顺槽以北，长度为 25 米，第三个车站位于E4205 皮带顺槽下部，长度为 40 米
7、。在行人下山底部，煤层倾角较大，因为猴车使用最大倾角不能超过 18，因此掘进施工中，要注意巷道坡度不能超过18。2、E4205 皮带顺槽行人下山掘到底部后，为了通风联络需要将 E4205 皮带顺槽预先掘出 212m。3、中部车站联络巷在行人下山中部设有一个中部上下人车站，上下人车站通过联络巷与 E4203 皮带顺槽联系。四、巷道锚网支护设计1、锚网支护参数设计a、锚杆长度L=L1+L2+L3式中 L1-锚杆外露长度，取 0.1 米；L2-锚杆有效长度，以解析法估算，煤普氏硬度系数按 f=2（根据矿井建井地质报告，4煤普氏硬度系数按f=2.03.0）进行计算。行人下山及 E4205 皮带顺槽L2
8、 行 =1/fB/2+Hctg(45+/2)=1/24.2/2+3.1ctg(45+59.47 /2)=1.48mE4205 皮带顺槽机头硐室L2 硐 =1/fB/2+Hctg(45+/2)1/25.2/2+3.3ctg(45+59.47 /2)1.75mB-巷道宽度，取 4.2m，机头硐室取 5.2m；f-普氏硬度系数，取 2；H-巷道掘进高度， 3.1m，机头硐室取 3.3m；-岩体内摩擦角，因锚杆打在煤层内，取 4#煤内摩擦角为59.47 度。L3-锚杆锚固段长度，取 0.3 米。L 行 =0.1+1.48+0.4=1.88mL 硐=0.1+1.75+0.42.15m考虑到该巷道服务期较
9、长，随着下山随着深度的增加，巷道压力也会逐渐增加，且我矿目前均使用 2.4m 锚杆，因此均取 2.4m。b、锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，则d=35.52（Q/t） 1/235.52（100/490） 1/216.1式中 d-锚杆杆体直径， mm;Q-锚固力，根据拉拔试验顶锚锚固力不小于 100KN，取 100KN。t-杆体材料抗拉强度，20#螺纹钢抗拉强度为490MPa;因我矿均用 20 锚杆，因此取 20mm。c、锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距与排距。a=(Q/KL2) 1/2式中 a-锚杆间距， m;K-锚杆安全系数，取 2.5;-岩石容重，KN
10、/m 3。因为基本为全煤巷，取煤的容重 1.3t/m3。a=(70/2.5*1.3*9.8*1.8)1/2=1.1m行人下山间距取 0.75 米，排距 0.9 米，硐室间距取 0.7m，排距 0.8m。五、锚索补强支护设计本设计所涉及的巷道由于服务年限长，为保证巷道安全，防止顶板因锚杆失效而发生垮落事故，故在锚杆作为主要支护手段的同时，再打设锚索对巷道进行补强。a、锚索长度确定La=La1+La2+La3La1-锚索外露长度，取 0.3m；La2-锚索有效长度，m；La3-锚索锚固长度( 一般取 1.0-2.0 米)，取 1.5m。#煤的直接顶为粉细砂岩，可视为稳定岩层，其厚度为 10m，因行
11、人下山巷道基本沿顶板掘进，因此取留底 3 米底煤计算，而E4205 皮带顺槽基本沿底板掘进，因此取留 1 米底煤计算：10-2.9-3=4.1 米；La 行 =0.3+（10-2.9-3）+1.5=5.9 米La 硐 =0.3+（10-2.9-1）+1=7.9 米因此行人下山取 6.3m 锚索，E4205 皮带顺槽取 8.0m 锚索。b、锚索间距确定锚索锚入 4#煤老顶的砂砾岩中，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间距，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，靠巷道两帮的角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，
12、可用下式计算锚索间距。SanF 2/BH- （2F 1sin）/L 1式中：Sa-锚索排距， m；B-巷道最大冒落宽度，取 4.2m；H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取一倍巷宽；-上覆岩层平均体积质量， KN/m3；L1-锚杆排距，0.8m ；F1-锚杆锚固力，100KN ；F2-单根锚索的极限破断力，260KN ；-角锚杆与巷道顶板的夹角， 60；n-锚索排数，取 1。Sa 行 =1.77m Sa 硐 =1.05m行人下山及 E4105 皮带顺槽按每排施工两根锚索计算，排距为3.5m，取 3m。E4105 皮带顺槽机头硐室按每排施工 3 根计算，排距为 3.15m，取 3m。六、巷道参数、
13、巷道及锚杆参数（1）行人下山采用矩形断面锚网索联合支护，巷道断面形式为矩形，巷道净宽 4.0m，净高 2.8m，净断面积 10.8m2，掘进断面积11.76m2。顶锚杆为 20*2400mm20# 左旋螺纹钢锚杆， 间距 0.75m，排距 0.9m。帮锚杆为 16*1600mmA3 钢锚杆，间距 0.8m，排距 0.9m，顶锚锚固力不小于 100KN，预紧扭矩不小于300N.m，帮锚锚固力不小于 50KN，预紧扭矩不小于 100 N.m；金属网采用 10#铁丝制作，规格 8.0*1.0m2，经纬编织，网孔尺寸 50*50mm；锚杆锚固剂采用 K2335 树脂药卷，每根锚杆 2 卷，锚索锚固剂采
14、用 Z2335 锚固剂 4 卷；锚索采用 15.24mm 钢绞线制作，每根锚索长度为 6.3m，其托板采用 25U 钢压制，其成品规格为 0.3*0.25m；钢筋梁采用 8mm 钢筋制作，顶梁长度 3.8m，帮梁长度1.65m。（2）E4205 工作面皮带顺槽采用矩形断面锚网索联合支护，巷道断面形式为矩形，巷道净宽 4.0m，净高 3.0 断面积 12m2，掘进断面积 13m2。顶锚杆为 20*2400mm20# 左旋螺纹钢锚杆， 间距 0.75m，排距 0.9m。帮锚杆为 16*1600mmA3 钢锚杆，间距 0.8m，排距 0.9m，顶锚锚固力不小于 100KN，预紧扭矩不小于300N.m
15、，帮锚锚固力不小于 50KN，预紧扭矩不小于 100 N.m；金属网采用 10#铁丝制作，顶网规格 4.0*1.0m2，帮网规格2.8*1.0 m2，经纬线编织，网孔尺寸 50*50mm；锚杆锚固剂采用 K2335 树脂药卷，每根锚杆 2 卷，锚索锚固剂采用 Z2335 锚固剂 4 卷；锚索采用 15.24mm 钢绞线制作，每根锚索长度为 8.0m，其托板采用 25U 钢压制，其成品规格为 0.3*0.25m；钢筋梁采用 8mm 钢筋制作，顶梁长度 3.8m，帮梁长度2.45m。（3）E4205 工作面皮带顺槽采用矩形断面锚网索联合支护，巷道断面形式为矩形，巷道净宽 5.0m，净高 3.2m，
16、净断面积 16m2，掘进断面积17.16m2。顶锚杆为 20*2400mm20# 左旋螺纹钢锚杆， 间距 0.7m，排距 0.8m。帮锚杆为 20*2000mmA3 钢锚杆，间距 0.8m，排距 0.8m，顶锚锚固力不小于 100KN，预紧扭矩不小于300N.m，帮锚锚固力不小于 70KN，预紧扭矩不小于 200 N.m；金属网采用 10#铁丝制作，顶网规格 4.0*1.0m2，帮网规格2.8*1.0 m2，经纬线编织，网孔尺寸 50*50mm；锚杆锚固剂采用 K2335 树脂药卷，每根锚杆 2 卷，锚索锚固剂采用 Z2335 锚固剂 4 卷；锚索采用 15.24mm 钢绞线制作，每根锚索长度
17、为 8.0m，其托板采用 25U 钢压制，其成品规格为 0.3*0.25m；钢筋梁采用 8mm 钢筋制作，顶梁长度 3.8m，帮梁长度2.45m。（4）中部车站联络巷采用矩形断面锚网索联合支护，巷道断面形式为矩形，巷道净宽 2.0m，净高 2.0，净断面积 4m2，掘进断面积 4.62m2。顶锚杆为 16*1600mmA 3 钢锚杆，间距 0.8m，排距1.0m。帮锚杆为 16*1600mmA 3 钢锚杆，间距 0.8m，排距1.0m，锚固力不小于 50KN，预紧扭矩不小于 100N.m；金属网采用 10#铁丝制作，规格 2.8*1.0 m2，经纬线编织，网孔尺寸 50*50mm，每米巷道两片
18、；锚杆锚固剂采用 K2335 树脂药卷，每根锚杆 2 卷，锚索锚固剂采用 Z2335 锚固剂 4 卷；锚索采用 15.24mm 钢绞线制作，每根锚索长度为 8.0m，其托板采用 25U 钢压制，其成品规格为 0.3*0.25m；钢筋梁采用 8mm 钢筋制作，梁长度 2.45m，每排用两根钢筋梁，两梁头叠加压在中部顶锚下。2、巷道工程量见行人下山施工设计平剖面图 。七、通风系统1、掘进时期通风路线副井井底车场东轨道大巷掘进工作面行人下山东轨道大巷轨皮第二联络巷E4101 皮带顺槽回风上山风井行人下山形成后通风路线副井井底车场东轨道大巷行人下山E4205皮带顺槽皮带下山平皮带巷E4101 皮带顺槽
19、回风上山风井2、掘进风量计算(1)、按瓦斯(CO 2)涌出量计算Q 掘 =100*q 掘 *kd=100*0.07*1.8=12.6m3/min式中：Q 掘 -掘进工作面实际需风量，m 3/min；q 掘 -掘进工作面绝对瓦斯涌出量；取 2008 年度矿井瓦斯鉴定结果：掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.07m3/min，CO2 绝对涌出量为 0.05m3/min，二者取大值，所以 q 掘 取 0.07m3/min。kd-掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.8。(2)、按炸药使用量计算Q 掘 =Aj*b/t*c=3*0.1/20*0.02%=75m3/min式中：A j-掘进工作面一次
20、爆破所用的最大炸药量，kg；b-每公斤炸药爆破后生成的当量 CO 的量，根据炸药有毒气体国家标准，取 b=0.1m3/kg；t-通风时间，一般不少于 20min；c-爆破经通风后，允许工人进入工作面工作的 CO浓度，一般取 c=0.02%。(3)、按局部通风机实际风量计算煤巷掘进：Q 掘 = Q 扇 I+15S式中：Q 扇局部通风机实际吸风量，是该掘进工作面所需风量与风筒实际漏风量之和。安装局部通风机的巷道中的风量，除满足局部通风机的吸风量而外，还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的风速岩巷不小于 0.15m/s、煤巷不小于 0.25m/s，以防局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停
21、滞，造成瓦斯积聚 。I掘进工作面同时工作的局部扇风机数量。取 1 台风机；S通风机吸入口至掘进工作面回风流之间巷道净断面积 m2 ， 取 S =11.4m2风筒实际漏风量：按百米风筒漏风率不超过 2%进行计算Le100=100Q 漏 /(Q 漏 +Q)L100%Q 漏 L e100*L*Q/(100-L*Le100)式中: L e100百米风筒漏风率，取 2%Q 漏 风筒实际漏风量， m3/minQ 风筒靠近工作面的风量， m3/min取 Q =15S 掘 15*12.4 186 m 3/min L风筒总长 m 取 L=900 m则：Q 漏 =40.8m3/min煤巷掘进：Q 掘 =（40.8
22、+186）1+1512.4=412.8m 3/min(4)、按工作人员数量计算Q 掘 =4*n1=4*20=80m3/min式中：n 1-掘进工作面同时工作的最多人数，人。(5)、按风速进行验算按最低风速计算Q 掘 15*S 掘 =15*12.4=186m3/min=3.1m3/s按最高风速计算Q 掘 240*S 掘 =240*12.4=2976m3/min=49.6m3/s根据上述计算结果，掘进工作面配风量取 412.8m3/min。六、掘进供配电1、供电皮带、26B 溜子电源，由移变硐室内放置的 KBSGZY-800 和 KBSGZY-1000 各一台，供掘进机及运输设备使用。风机电源，由
23、采区变电所、风机专用变压器供给。2、设备选用掘进机选用 EBJ120 型一台，容量为 120KW，电压为1140V；上中段掘进皮带运输机选用 80P 可伸缩双向带式输送机1 部，容量为 160KW*2，电压为 660V；刮板运输机选用 SGW26B 型 1 台，总容量为 15KW，电压为 660V；潜水泵选用 QWK15/2.2 型（数量根据巷道实际情况而定），估算总容量为2.2KW*4=8.8KW，电压为 660V。七、排水下山掘进工作面配备 1 台潜水泵，巷道根据情况布置数个排水水窝，采用接力方式将掘进工作面的水排至东轨道大巷。八、安全监测系统与通讯1、掘进工作面传感器配置掘进工作面设置
24、CH4传感器，风速传感器、矿井负压传感器、CO 传感器、温度传感器。瓦斯传感器的报警浓度1.0%CH4，断电浓度1.5%CH 4，复电浓度1.0%CH 4。在掘进工作面测风站设置风速传感器、压力传感器、一氧化碳传感器和温度传感器，掘进工作面生产设备设置开停传感器、风门开闭传感器等，对井下生产工况点进行监控。2、通讯在掘进工作面转载机机尾处设置一部矿内电话，其余各皮带及刮板运输机机头处均设有信号电铃以便各转载点之间的联系。九、煤质管理专项措施1、管理使用好工作面各处喷雾，减少喷雾水混入煤中，严禁停机不停喷雾，严禁喷雾以水流形式出现。2、工作面的积水要及时抽排。3、严禁将放炮使用的纸箱、封带、塑料
25、袋以及工作面使用的铁器、板皮、木楔、炮线等杂物丢入运输系统中或掉入煤中而不拣出。4、矸石和煤必须分装分运，严禁煤矸杂物不分混装。5、掘进机割煤或炮掘打炮眼前必须先打底眼或顶眼做好探顶、底工作，给割煤提供详实的依据，以免出现非正常破顶底情况。十、安全技术措施1、防治瓦斯、煤尘的安全措施(1)、认真宣传安全生产方针，使全公司职工树立“安全第一”的思想，宣传煤尘的危害及防治措施。 (2)、严格按照“三大规程”作业，杜绝“三违”现象发生。矿井按标准配备了各种安全检测仪器，井下设专职瓦斯检查员，定期检测工作面瓦斯浓度、含量，随时掌握井下瓦斯动态，并应重点监测小断层破碎带瓦斯聚积情况。(3)、每月按规定制
26、定配风计划，按配风计划供风，矿井有效风量率不低于 85%，确保采煤、掘工作面有良好的工作环境。井下通风设施应定期检查、维修，保证当井下发生灾害矿井反风时设施处于正常使用状态。(4)、井下所有人员必须按规定配戴自救器，并配有 10%的备用量。(5)、井下火工品、爆破设备严格按照煤矿安全规程和通风安全质量标准化规定的有关要求严格管理。(6)、通风部技术人员和测风、测尘人员应经常深入井下检查，根据矿井实际生产情况及有关气体的检测结果，及时调整风量，防止工作面发生瓦斯积聚或超限。(7)、严格设计并加强施工管理，巷道贯通，排放瓦斯要严格按措施进行。(8)、消防洒水系统齐全，掘进机内外喷雾降尘装置保证正常
27、使用。(9)、加强局扇管理，严格执行煤矿安全规程关于局部通风管理的有关规定。(10)、严格执行“一炮三检”及“三人联锁”放炮制度，坚持使用便携式沼气报警仪或光学瓦斯鉴定器，杜绝空班漏检，防止瓦斯积聚，一旦发生瓦斯超限，立即按规定予以处理，要特别注意检查并处理巷道冒高点的瓦斯。(11)、要加强掘进工作面的煤尘管理，工作面必须定期冲洗、扫尘，机组的喷雾设施和掘进工作面的放炮喷雾设施要完好，工作面必须实施湿式打眼，使用水炮泥，放炮前后洒水喷雾等综合防尘措施，下山各巷道要定期进行冲洗扫尘工作，防止煤尘积聚，并按规定设置隔爆水袋。(12)、彻底消除电器设备失爆隐患，严禁违章装药，违章放炮，杜绝引爆火源。
28、(13)、通风部要加强综合防尘工作，井下所有煤尘飞扬工作点转载点，应加强喷雾洒水及风流净化工作，定期对粉尘进行清扫、冲洗，并加强各作业场所的粉尘测定工作。公司要严格按照矿井综合防尘责任制及考核奖惩办法考核。(14)、矿井设有安全监控系统，井下采用集中监测和各采掘工作面单点检测相结合的方式。严格管理安全监测设备，定期检测标校监测系统的正常运转。做到对井下和各采掘工作面瓦斯、一氧化碳、温度、风速、负压实施二十四小时连续自动监测，出现瓦斯超限，立即发出报警或自动切断电源。(15)、进一步完善矿井隔爆设施。(16)、健全井下通讯设施，确保抢险救灾信息传递工作正常进行。2、顶板管理措施(1)、掘进之前必
29、须编制相应的作业规程和安全技术措施，并严格按规程作业。(2)、掘进工作面严禁空顶作业，炮掘时靠近工作面 10m 范围内的支护，在爆破前必须加固支护，防止放炮崩倒、崩坏支加架。支架修复时必须由外向里，并检查帮顶的稳固情况。(3)、U 型钢支架必须使用合适的金属拉杆，并上紧卡缆，背实帮顶；砌碹巷道壁厚要达规定要求，帮顶要用不燃物充填。二次成巷必须要有临时支护措施和防止窜矸、物料滚落的安全措施。(4)、采用锚杆支护形式，锚杆配置参数及形式具体要求必须在施工组织设计或作业规程中明确，打锚杆眼前必须采取敲帮问顶措施，将浮矸去掉后方可进入工作面作业。锚网支护巷道要采取一定的监测手段来监测帮顶位移变形、顶板
30、离层和锚固力等，发现问题立即采取措施处理。(5)、严格掘进工程管理，对各类支护材料要进行必要的检测、检验，杜绝不合格支护材料的投入与使用。3、提升运输事故的防治措施(1)、下山绞车提升应建立各种保护装置，绞车设专人操作，并制定严格的操作规程。(2)、定期检查轨道、道岔的质量和钢丝绳的磨损情况，发现问题及早处理。(3)、材料、物件和大宗设备的运输必须按要求联挂车辆，不得出现超截、超宽运输，封车牢固可靠，联接装置要经过检验与拉力实验。(4)、严格执行“行车不行人”制度，并保证摘挂钩点、各通道口有完好的声、光、语言信号。(5)、车场及平巷运输过程，绞车牵引时坚决执行行车不行人的制度，人力推车时一次只
31、能推一辆车辆，严禁在矿车的两侧推车，同向推车时坡度不大于 5，间距不小于 10m，坡度大于 5，间距不得小于 30m，坡度超过 7时，严禁人力推车。(6)、严禁放飞车。(7)、推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时，推车人必须发出警号。(8)、超长件如轨道过弯道时若有卡阻，不得硬过，先卸车扛过弯道后再装车续运。(9)、轨道下山一次下车不得超过 3 车，并且严禁运送超长超重件，若有超长超重件，必需制定专项安全措施从轨道下山经横川运送。(10)、在轨道下山皮带机头前要设置挡车栏，挡车栏要随时关闭，
32、不得随意开启，若有开启，则人员必须进入横川内躲避。(11)、严格遵照一坡三挡的制度设置挡车装置。十一、掘进巷道技术要求1、中线至任一帮的距离误差在 0+80mm 以内，有腰线的巷道至顶梁底面、底板距离误差在 0+100mm 以内，无腰线的巷道全高在-20+100mm 以内。2、水平巷道支架前倾、后仰偏差不得超过正负 0.5o。3、倾斜巷道支架的迎山角偏差+0.5 o，不得退山。4、拉筋、卡缆齐全，符合设计规定。5、锚网支护巷道间排距误差不得大于 50mm。6、锚杆必须和顶板垂直，考虑施工因素影响，允许锚杆角度偏差不大于 5。7、20A 3 钢锚杆预紧扭距必须达到 200N.m 以上，20 螺纹钢锚杆预紧扭距必须达到 300N.m 以上，并且必须在调心球垫和螺母之间使用减摩垫片（现减摩垫片未到货，可用聚酯塑料膜三层以上暂时代替） 。8、锚索必须在掘进工作面迎头打设。滞后迎头不得超过锚索排距 0.5m 以上，锚索张拉机具必须完好（压力表必须齐全） ，保证锚索张拉达到 120KN。9、金属网采用双扣联接，扣扣相连。10、支架柱窝深度挖到实底，其深度不小于设计 30mm。11、严格按质量标准化要求，加强工程质量管理，达到优良级别。
