d1104运输联络巷掘进作业规程_(1)

D1104运输巷联络巷掘进作业规程施工单位准备工区施工单位负责人刘天华编制人胡斌斌编制时间2014年6月18日第一章概况5第一节概述5一、巷道名称5二、掘进目的及用途5三、巷道设计长度及服务年限5四、预计开工、竣工时间5第二节编制依据5一、工作面设计图纸及说明5二、地质说明书5三、安全技术资料5第二章巷道地理位置及水文地质情况6第一节地面相对位置及周围开采情况6第二节煤（岩）层赋存特征6第三节地质构造6第四节水文地质6第三章巷道布置及支护说明7第一节巷道布置及施工顺序7第二节支护设计7一、巷道断面7二、支护方式7第三节支护工艺11一、支护材料11二、安装锚杆的方法11三、安装锚索的方法12第四章施工工艺13第一节施工方法13第二节凿岩方法13一、打眼机具13二、降尘方法13第三节爆破作业13一、D1104运输巷联络巷爆破器材13二、爆破器材14三、装药结构15四、起爆方式15五、炮眼布置图及爆破说明书15六、施工质量及技术要求17第四节矿压观测17一、锚杆锚固力检测17二、巷道表面位移观测17三、锚杆预紧力矩检测17四、巷道稳定状况观测17五、矿压观测和数据记录17第五节装载运输17一、装载运输机具17二、装运要求17第六节管线布置17第七节设备及工具配备18第五章生产系统19第一节通风19一、风量计算及风机选型19二、局部通风机安装地点及要求19三、通风系统20第二节压风系统20一、压风供风系统20第三节综合防尘20一、防尘系统管路20二、防尘措施20第四节防灭火21一、防灭火系统管路21二、防灭火措施21第五节安全监控装置21一、安全监控装置布置21二、便携式甲烷报警仪的配备和使用21第六节供电系统22第七节供水、排水系统22第八节运输系统22第九节通讯系统23第六章劳动组织及主要经济技术指标24第一节劳动组织24第二节循环作业24第三节主要经济技术指标24第七章安全技术措施25第一节“一通三防”管理25一、通风及防治瓦斯管理25二、防尘管理25三、防灭火管理25四、防突管理26第二节防治水27第三节顶板管理27第四节机电27第五节运输28一、皮带、刮板输送机运输28二、抬运设备及起吊29第六节爆破管理30第七节“先探后掘”安全技术措施32第八节其它32一、一般规定32二、打眼注意事项32三、锚杆钻机使用注意事项32四、质量标准33五、其它34第八章灾害应急处理及避灾路线35第一节应急处理35第二节避灾措施35一、发生瓦斯煤尘爆炸事故的应急避灾35二、发生煤与瓦斯突出时的应急避灾35三、突出时的避灾35四、冒顶事故时的应急避灾36五、火灾事故时的应急避灾36第三节避灾路线36一、瓦斯、煤尘及火灾时的撤离路线36二、水灾时的撤离路线36第一章概况第一节概述一巷道名称D1104运输巷联络巷。二掘进目的及用途通风、运输、行人。三巷道设计长度及服务年限巷道设计长度D1104运输巷联络巷464米；D1104运输斜巷1942M；。服务年限1年。四预计开工、竣工时间本掘进工作面自2014年7月上旬开工，预计2014年9月下旬竣工。附图D1104运输巷联络巷施工平面图第二节编制依据一工作面设计图纸及说明D1104工作面施工设计图二地质说明书D1104工作面掘进地质说明书。三安全技术资料煤矿安全规程、集团公司编制煤矿岗位工种安全技术操作规程。第二章巷道地理位置及水文地质情况第一节地面相对位置及周围开采情况D1104工作面对应地表无重要建筑物及保护物，为陡坡荒山地形，标高约19052007M。该工作面位于东井东翼，第5勘探线以东,该面以西为11106工作面采空区，东为111106工作面采空区，上部2煤层未开采，垂距约59米。第二节煤（岩）层赋存特征11煤层呈黑色块状、以亮煤为主、条带结构为半亮煤、内生裂隙发育、含矸25层，煤层厚度约3850M，平均倾角约12，容重为139；伪顶为深灰色薄层炭质泥岩、直接顶为灰色薄层泥质粉砂岩夹薄层状菱铁矿层、基本顶为灰白色中厚层至厚层细砂岩显水平层理，底板为灰色薄层状泥岩及泥质粉砂岩。第三节地质构造预计D1104运输巷联络巷，在掘进至约28米处时，将受一落差8米、倾角40的正断层影响，该段施工进行前施工单位必须编制专项安全技术措施，确保施工安全；根据资料分析，预计D1104工作面其余巷道掘进过程中无较大断层构造影响。第四节水文地质本区与木矿重叠，且工作面周边废弃老巷较多，水文地质条件较复杂，施工过程中必须严格按照相关文件规定采取“逢掘必探“的探放水措施；同时，掘进过程中应密切注意巷道淋水情况，如有异常立即停止作业并通知安全生产指挥中心。瓦斯地质11煤层为突出煤层，掘进时应加强防突及瓦斯管理工作。第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置及施工顺序D1104运输巷联络巷开门于D1104运输巷西帮，开门中为W7点以西724M，按坡度3按方位260105掘进3005M后转向掘进D1104运输斜巷，按方位2335810坡道93掘进49M落平后，按坡度3掘进10M后，按坡度15掘进至11煤层后沿11煤层顶板掘进1686M（平距）后转向，按方位1735810沿11煤层顶板掘进26M后与D1104运输巷贯通。第二节支护设计一巷道断面D1104运输巷联络巷为一次掘进成拱形，宽4600MM，高3500MM，底板往上1200MM起拱，掘进断面积S1395M2。D1104运输斜巷为一次掘进成梯形，宽4600MM，上帮高3500，下帮高2700MM，掘进断面积S1323M2。附巷道断面支护示意图二支护方式1、D1104运输巷联络巷永久支护（1）、采用全断面锚网支护巷道顶部采用216MM、L6200MM的锚索及20MM、L2500MM的树脂锚杆进行支护，锚索间排距为1600MM1600MM，锚杆间排距为1600MM800MM；两帮采用L2500MM树脂锚杆进行支护，锚杆间排距800MM800MM。（2）、锚索、锚杆长度和间排距计算1锚索长度的计算LLALBLCLD式中L锚索总长度；LA锚索锚入稳定层的锚固长度，取134M；LB需要悬吊不稳定岩（煤）厚度，取35M；LC上托盘及锚具厚度，取02M；LD需要外露的张拉长度，取02M；LAKD1FA/4FC1339M式中K安全系数，取K2；D1锚索钢绞线直径，取216MM；FA锚索钢绞线抗拉强度，查得1240N/MM；FC锚索与锚固剂粘合强度，查说明书得10N/MM；通过以上公式计算得选用的锚索长度L62M524M，符合设计长度。2锚杆长度的计算LL1L2L3式中L锚杆总长度，M；L1锚杆外露长度，取01M；L2有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆煤帮破碎深度较大值）；L3锚杆锚入稳定层内深度；其中L2B/2HTAN45W/2/F082L312CTD式中B巷道掘进跨（宽）度，46M；H巷道掘进高度，平均35M；W顶板岩石的内摩擦角，360420取360；F岩石普氏系数，取5；D锚杆直径，20MM；设计抗拉强度，600MPAT锚杆与锚固剂粘合强度25MPAC则LL1L2L30108212212M施工中锚杆长度取L25M212M，符合设计要求。3锚杆间、排距计算LN11B/10）312锚杆间排距D05L式中B巷道跨度，46M；N围岩稳定系数，V类围岩系数一般取2；则D156锚索间、排距计算DX/3式中D锚索间排距，M；X锚索的长度，取62M；则D207M通过计算施工中锚索间、排距取1600MM1600MM；锚杆间排距取1600MM800MM，可以满足顶板支护要求。放炮前顶板上的永久支护到迎头距离不大于800MM，两帮炮前永久支护到迎头的距离不大于3米，放炮后顶板上的永久支护到迎头距离不大于25米，两帮炮后永久支护不大于5米。2、D1104运输巷联络巷临时支护采用树脂锚杆配合矿用钢筋网作为临时支护。炮后先在顶板施工4棵树脂锚杆为临时支护，锚杆间排距为1600MM800MM。出完货后将永久支护补齐，确保迎头不空顶作业。（附图）临时支护锚杆支撑力计算FVRH式中V锚杆支护体积；R被悬吊岩石的重力密度，取40KN/M；T每根锚杆支护撑力，取50KN；F支护重量，单位KN；F1临时支护顶板的支撑力，单位KNH冒落高度HB/2F，取046M；B巷道开拓宽度，取46M；F岩石坚固系数，砂岩取5。按炮后最大控顶距为25M计算式中HB/2F46/（25）046V25M4M046M46MFVRH46M40KN/M046846KN放炮后空顶25米，按每排打4棵树脂锚杆计算。F14T450200KN846KN即先打4棵树脂锚杆挂网作为临时支护符合支护要求。3、D1104运输斜巷永久支护（1）、采用全断面锚网支护巷道顶部采用215MM、L6200MM的锚索及20MM、L2500MM的树脂锚杆进行支护，锚索间排距为1200MM1000MM，锚杆间排距为1200MM1000MM；两帮采用L2500MM树脂锚杆进行支护，锚杆间排距1000MM1000MM。（2）、锚索、锚杆长度和间排距计算锚索长度的计算1LLALBLCLD式中L锚索总长度；LA锚索锚入稳定层的锚固长度，取134M；LB需要悬吊不稳定岩（煤）厚度，取35M；LC上托盘及锚具厚度，取02M；LD需要外露的张拉长度，取02M；LAKD1FA/4FC1339M式中K安全系数，取K2；D1锚索钢绞线直径，取216MM；FA锚索钢绞线抗拉强度，查得1240N/MM；FC锚索与锚固剂粘合强度，查说明书得10N/MM；通过以上公式计算得选用的锚索长度L62M524M，符合设计长度。锚杆长度的计算2LL1L2L3式中L锚杆总长度，M；L1锚杆外露长度，取01M；L2有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆煤帮破碎深度较大值）；L3锚杆锚入稳定层内深度；其中L2B/2HTAN45W/2/F055L312CTD式中B巷道掘进跨（宽）度，46M；H巷道掘进高度，平均285M；W顶板岩石的内摩擦角，360420取360；F岩石普氏系数，取5；D锚杆直径，20MM；设计抗拉强度，600MPAT锚杆与锚固剂粘合强度25MPAC则LL1L2L30105512185M施工中锚杆长度取L25M185M，符合设计要求。锚杆间、排距计算3LN11B/10）312锚杆间排距D05L式中B巷道跨度，46M；N围岩稳定系数，V类围岩系数一般取2；则D156锚索间、排距计算DX/3式中D锚索间排距，M；X锚索的长度，取62M；则D207M通过计算施工中锚索间、排距取1200MM1000MM；锚杆间排距取1200MM1000MM，可以满足顶板支护要求。放炮前顶板上的永久支护到迎头距离不大于800MM，两帮炮前永久支护到迎头的距离不大于3米，放炮后顶板上的永久支护到迎头距离不大于25米，两帮炮后永久支护不大于5米。4、D1104运输斜巷临时支护采用树脂锚杆配合矿用钢筋网作为临时支护。炮后先在顶板施工4棵树脂锚杆为临时支护，锚杆间排距为1200MM1000MM。出完货后将永久支护补齐，确保迎头不空顶作业。（附图）临时支护锚杆支撑力计算FVRH式中V锚杆支护体积；R被悬吊岩石的重力密度，取40KN/M；T每根锚杆支护撑力，取50KN；F支护重量，单位KN；F1临时支护顶板的支撑力，单位KNH冒落高度HB/2F，取046M；B巷道开拓宽度，取46M；F岩石坚固系数，砂岩取5。按炮后最大控顶距为25M计算式中HB/2F4/（25）046V25M4M046M46MFVRH46M40KN/M046846KN放炮后空顶25米，按每排打4棵树脂锚杆计算。F14T450200KN846KN即先打4棵树脂锚杆挂网作为临时支护符合支护要求。5、临时支护的操作过程1施工期间，必须指派专人观察顶、帮情况，发现险情必须立即停止施工，待处理至安全后方可继续作业。2施工前，由班组长指派经验丰富人员用长把工具进行“敲帮问顶”工作，将顶板悬矸、活矸找净后，再进行挂网，老网与新网搭接必须牢固可靠。3挂网前，首先将影响施工范围的货出完，出货期间密切注意顶、帮情况。4将锚杆机运至迎头，挖出安放锚杆机窝子，将锚杆机摆放在适中位置后，连接风、水管路，施工过程中一人施钻、一人换钎，打两棵半钎子后，取出钎子，将3节锚固剂送入钻眼中，用锚杆慢慢抵入钻眼，达到一定深度后用锚杆机抵紧，余200MM时，用锚杆机搅动锚杆将锚固剂搅拌好，搅拌20S5S后待12分钟再取下钻机，将托盘贴紧顶板，螺母拧紧。5第一棵临时锚杆支护完成后，再挂第二张网，以此类推，完成临时支护，网与网搭接必须牢固可靠，并紧贴顶板。6在施工过程中，人员必须站在支护完整地点进行施工，确保施工安全。7临时支护完成后进行永久支护，交替进行，确保迎头最大空顶距小于08M。第三节支护工艺一支护材料1、锚杆20MM2500MM树脂锚杆。2、锚索2166200MM端头锚固式钢绞线。3、锚固剂MSK2335型、23MM350MM，每根树脂锚杆使用锚固剂3节、锚索使用锚固剂3节。4、托盘锚杆托盘由厚8MM的钢板加工成150MM150MM的正方形碟形托盘，锚索托盘由10钢压制成300MM300MM的正方形托盘。5、钢筋网钢筋网采用65MM钢筋焊接，网的规格为长宽1400MM900MM。二安装锚杆的方法1、准备工作1检查支护材料规格、质量是否符合规定。2敲帮问顶，检查帮、顶支护完好情况。3根据锚杆布置方式，验收员量取中腰线及间排距，确定锚杆眼位。4检查钻机、压风、供水管及其他连接是否完好，并进行试运转。2、打眼1采用MTQ120C型锚杆钻机、组合钎具、“十”字形合金钻头进行打眼，为保证孔深准确，最后一根连接杆上用白漆标出终孔位置。2掌钎工站在钻机一侧，两手抓稳钻机，对准眼位，向打眼工示意准备完好，待打眼。3开眼时，缓开操作阀，待眼位固定并钻进2030MM以后，打开水门，掌钎工两手松开，退到机身后侧监护，当钻进50MM左右，全速钻进。4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，必须停钻处理。3、安装锚杆1按规定的树脂药卷数量（3卷/眼）用锚杆杆体轻推入孔。2在锚杆上安装托盘、锚杆螺母；将树脂药卷用锚杆轻推至孔底，开机搅拌，边搅边推，锚杆顶端推至眼底后，搅拌20S5S。3停止搅拌等待12分钟，在掌钎工帮助下落下钻机；35MIN后用扳手把锚杆螺母上紧托盘，并紧贴岩面，锚杆外露丝长为1040MM。4安装过程严格按照由外向里的顺序逐渐进行并指派专人观察顶、帮情况，发现险情立即停止作业。三安装锚索的方法1、采用MTQ120C型锚杆钻机、组合钎具、“十”字形合金钻头进行打眼。2、锚索机钻孔完毕，用压力水将孔冲洗干净，回掉钻杆，将锚固剂装入钻孔内，用钢绞线将树脂锚固剂送至孔底。安装树脂锚固剂前要先检查其质量是否合格，破皮、发硬的树脂锚固剂严禁使用，用布把锚索锚固段的水和岩粉擦干净。3、用锚索钢绞线顶推树脂锚固剂时，注意不要用力过猛，不能反复抽拉钢绞线，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。4、用锚索专用注锚器将钢绞线与锚杆机连接好，开启锚杆机边搅拌边推进，前半程慢速旋转，后半程全速搅拌，全程搅拌时间2030S。停止搅拌，保持锚杆机推力35MIN后方可收回锚杆机，15MIN后，上好锚索托盘和锚具，要求锚索外露长度为100150MM。5、支护过程严格按照由外向里的顺序逐渐进行并指派专人观察顶、帮情况，发现险情立即停止作业。D1104运输巷联络巷、运输斜巷每米巷道支护材料消耗名称单位数量锚杆根10；1017锚索根1875；167钢筋网张933；817锚固剂节40；36小托板块10；1017大托盘块1875；167第四章施工工艺第一节施工方法1、掘进采用钻眼爆破法，采用YT7655型风钻进行打眼，全断面一次爆破一次成巷，掘进与支护顺序作业。2、严格按地测科给定的中、腰线施工。3、掘进工作面装载采用刮板输送机运输后经D1104运输巷胶带输送机运输直至地面。4、施工前，提前按设计要求安装好局部通风机，由通风工区把风袋接至距施工点5米处。5、施工前，由施工单位先把施工所需材料及设备运到施工点附近堆放整齐。6、施工工艺流程接班后进行安全检查打眼检查瓦斯装药撤人、设岗检查瓦斯放炮检查瓦斯敲帮问顶临时支护出货永久支护。第二节凿岩方法一打眼机具爆破钻眼采用YT7655型风钻、六角方钢钎、“一”字形合金钻头进行打眼；支护采用MTQ120C型锚杆钻机、组合钎具、“十”字形合金钻头进行打眼。二降尘方法采用湿式打眼、填充水炮泥、放炮前后洒水降尘、出货前洒水、运输过程中转载点开启防尘水幕的方法降尘。第三节爆破作业掏槽方式采用楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200MM。一D1104运输巷联络巷爆破器材爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为32MM320MM,重300G；雷管选用14段毫秒延期电雷管；发爆器选用FD200型发爆器，爆破母线选用防爆阻燃型电缆。1、发爆器选型验算（1）放炮阻值计算R母线PL/SR母线（00184600）/6184（欧）R总NRR母线（454）18418184（欧）式中N雷管个数；R每个雷管（康铜桥丝）的全电阻，一般为24欧；R母线放炮母线电阻；P放炮母线的电阻系数，铜丝为00184欧MM2/M；S放炮母线断面积6MM2；L放炮母线长度，600M；（2）准爆电流的计算根据规定，毫秒延期电雷管（康铜桥丝）直流准爆电流为2A，每个电雷管的电阻为4欧，为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式IE/NRR0I0EI0NRR021818436368V则IE/NRR0300018184165（A）式中E放炮电源电压，V；I0准爆电流，A；I通入电流值，A；N雷管总数，发；R每个雷管电阻，欧；R0放炮电源和放炮母线电阻，欧；（3）放炮器的选型经过以上计算，放炮器的最小电源电压大于或等于36368V，故选用FD200电容式发爆器。性能参数本安参数U02V、I08MA；峰值电压为3000V，发爆能力为200发，允许最大电阻为1220欧；供电时间4毫秒；引燃冲量8712（A2毫秒），能满足掘进工作面全部雷管群爆，符合要求。二D1104运输斜巷爆破器材爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为32MM320MM,重300G；雷管选用14段毫秒延期电雷管；发爆器选用FD200型发爆器，爆破母线选用防爆阻燃型电缆。1、发爆器选型验算（1）放炮阻值计算R母线PL/SR母线（00184600）/6184（欧）R总NRR母线（484）18419384（欧）式中N雷管个数；R每个雷管（康铜桥丝）的全电阻，一般为24欧；R母线放炮母线电阻；P放炮母线的电阻系数，铜丝为00184欧MM2/M；S放炮母线断面积6MM2；L放炮母线长度，600M；（2）准爆电流的计算根据规定，毫秒延期电雷管（康铜桥丝）直流准爆电流为2A，每个电雷管的电阻为4欧，为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式IE/NRR0I0EI0NRR021938438768V则IE/NRR0300019384155（A）式中E放炮电源电压，V；I0准爆电流，A；I通入电流值，A；N雷管总数，发；R每个雷管电阻，欧；R0放炮电源和放炮母线电阻，欧；2、放炮器的选型经过以上计算，选用FD200电容式发爆器。性能参数本安参数U02V、I08MA；峰值电压为3000V，发爆能力为200发，允许最大电阻为1220欧；供电时间4毫秒；引燃冲量8712（A2毫秒），能满足掘进工作面全部雷管群爆，符合要求。三装药结构全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药后充填12个水炮泥，水炮泥外充填炮泥；装药时要小心用炮棍把药卷送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线。四起爆方式采用串联方式联线，一次装药、一次起爆。起爆器为FD200型发爆器；毫秒雷管（14段），放炮母线500M（最大放炮距离），其单个雷管最大阻值为56欧姆,炸药为3号煤矿许用乳化炸药。五炮眼布置图及爆破说明书1、D1104运输巷联络巷炮眼数目及装药量的确定根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量QQSLN3201KG式中Q单位炸药消耗量，取Q15KG/M3；S巷道断面积，M2,1395M2L_炮眼深度，M，取18米；N_炮眼利用率，取085。根据下列公式可算出每个循环所需炮眼数目NQSMN/XP37944个式中N炮眼数目，个；M_药卷长度，取M032M；X_炮眼装药系数，一般取0507，取05；P_每个药卷重量，取03KG。据以上计算，每循环所需炸药量为3201KG，炮眼数为37944个；在实际施工过程中为提高巷道成型质量，炮眼取45个，每循环需用炸药288KG，并根据岩石坚硬度，可适量增加或减少炮眼数量。2、D1104运输斜巷炮眼数目及装药量的确定根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量QQSLN30363KG式中Q单位炸药消耗量，取Q15KG/M3；S巷道断面积，M2,1323M2L_炮眼深度，M，取18米；N_炮眼利用率，取085。根据下列公式可算出每个循环所需炮眼数目NQSMN/XP35986个式中N炮眼数目，个；M_药卷长度，取M032M；X_炮眼装药系数，一般取0507，取05；P_每个药卷重量，取03KG。据以上计算，每循环所需炸药量为30363KG，炮眼数为35986个；在实际施工过程中为提高巷道成型质量，炮眼取48个，每循环需用炸药3969KG，并根据岩石坚硬度，可适量增加或减少炮眼数量。3、炮眼布置图、正向装药结构示意图后附图4、掘进迎头爆破说明书D1104运输巷联络巷爆破说明书炮炮眼眼炮眼角度炮眼装药量单孔装药量合计眼名称眼编号数个深MM水平垂直卷数个重量KG卷数个重量KG起爆顺序联线方式掏槽眼166200073903091854辅助眼71711180090902062266周边眼1836191800909020638114底眼37459180090902061854合计4596288串联D1104运输斜巷爆破说明书炮眼装药量炮眼角度单孔装药量合计炮眼名称炮眼编号眼数个眼深MM水平垂直卷数个重量KG卷数个重量KG起爆顺序联线方式掏槽眼144200073904121648辅助眼523191800909030957171周边眼243916180090902063296底眼40489180090903092781合计481323969串联六施工质量及技术要求打眼前由班组长或验收员画好施工中线，找出巷道轮廓标出眼位，严格按炮眼布置图及爆破说明书进行打眼、装药、爆破。施工中巷道底板保持平整，毛水沟400MM300MM；中线至任何一帮的距离偏差允许在100MM之间。第四节矿压观测一锚杆锚固力检测掘进施工期间必须定期对巷道支护进行检测统计分析。检测方法自巷道开门位置开始，每隔20M随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并填写检测结果备查。发现不合格锚杆，必须对20M内的所有锚杆（索）进行拉拔力验算，在其周围200MM的范围内补打合格锚杆。二巷道表面位移观测施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测。迎头每掘进50M后设一组检测断面，每组检测断面设4个观测点，即顶、底板及两帮各设一个。每2天观测一次，并填写观测结果备查。每个观测站自设立之日起，连续观测次数不少于5次，之后按每7天观测一次再观测一个月。三锚杆预紧力矩检测锚杆预紧力每班必须由验收员负责进行全面检测，安检员监督，区（队）长、技术员必须每天对上一天的锚杆预紧力进行全面检测。四巷道稳定状况观测所有在巷道内施工或经过该巷道的人员，必须时刻注意巷道的稳定状况，发现变形等异常情况，必须及时汇报，以便及时采取措施。五矿压观测和数据记录矿压观测和数据记录由生产技术管理科矿压组负责，数据记录必须真实，同时，必须认真观察观测点周围巷道的变化。并每月对所观察的数据进行分析，掌握好巷道的压力情况，及时修改巷道的支护，确保支护有效。第五节装载运输一装载运输机具掘进巷道SGB420刮板输送机，D1104运输巷SDJ1000胶带输送机，自卸式矿车，JD40绞车，JD55绞车。二装运要求刮板输送机机头回煤坑、机身及巷道内浮矸必须清理干净交接班；大于300MM300MM的煤矸必须打碎方能进入运输系统，编织袋及其它杂物严禁进入运输系统。第六节管线布置掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，均应按照施工断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。1、电缆吊挂把8铁丝拉紧后，用尼龙绳把电缆吊挂在铁丝上，每隔400MM必须有一个吊挂点，电缆垂度不超过50MM。放炮母线与动力电缆、电线、信号线应分别挂在巷道两侧。如需挂在同侧，放炮母线必须挂在电缆下方，并保持300MM以上距离。2、风、水管吊挂风、水管要接口严实，不得出现漏风、漏水现象。风水管必须吊挂平直，每隔4米必须有一个吊挂点，风、水管距掘进迎头距离不得大于15M，并要随着掘进施工的推进及时延接，以确保正常使用。第七节设备及工具配备设备及工具配备表机械名称型号功率/KW数量工具名称单位数量刮板输送机SGB420552大锤个2通风机FBDNO71/60245（245）各一套风镐把1风钻YT76552手镐把3锚杆钻机MTQ1202铁锹把10胶带输送机SHD10002开关QBZ200/6609第五章生产系统第一节通风一风量计算及风机选型在施工过程中，局部通风机采用压入式通风。1、风量计算（1）按沼气最大涌出时计算Q125QCH4K12507518169M3/MIN式中125单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超过08的换算值；QCH4掘进工作面绝对沼气涌出量，075M3/MIN；K掘进工作面沼气涌出不均衡系数，取18。（2）按11110回风巷掘进工作面同时使用最大炸药量计算Q10A10288288M3/MIN；A掘进面同时使用最大炸药量,288KG2、局部通风机、风筒的选择根据以上计算，掘进工作面风量不得小于288M3/MIN，采用FBDNO71/245KW型风机，风量为580850M3/MIN，可满足迎头风量使用要求；风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为800MM。为保证掘进工作面安全、可靠供风的需要，选择双风机、双电源的方式供风。3、风量验算按最低风速进行验算VQ/60S288/601395）034M/S式中V风速，M/SQ风量，M3/MINS巷道断面积，M260单位时间，秒根据煤矿安全规程中规定掘进中的煤巷允许风速最低为025M/S，最高为4M/S。02575度锚杆外露10MM40MM锚杆深度050MM锚索角度75度锚索外露150MM250MM锚索深度080MM（3）抗拔力符合设计要求2、合格品（1）巷道净宽100200MM巷道净高100200MM坡度沿11煤层顶板掘进（2）抗拔力不小于设计值的90锚杆间排距100100MM锚杆角度75度锚杆外露40MM锚杆深度050MM锚索间排距150150MM锚索角度75度锚索外露150MM250MM锚索深度080MM五其它1、该掘进头施工期间，地测科随时提供可靠的地质资料，指导施工。2、遇顶板破碎、断层时，另行编制安全技术措施。第八章灾害应急处理及避灾路线第一节应急处理1、事故发生后要通过电话或矿灯上的人员定位系统及时向工区值班室或安全生产指挥中心报告。2、矿安全生产指挥中心在接到井下灾害事故报告后，应立即按大湾煤矿2014年矿井灾害预防处理计划的规定通知有关人员组织抢救灾区人员和实施救灾工作。3、矿值班调度和在现场的区、队、班组应依照大湾煤矿2014年矿井灾害预防处理计划的规定，将所有可能受灾威胁地区的人员撤离，并组织人员撤退。第二节避灾措施一发生瓦斯煤尘爆炸事故的应急避灾1、当灾害发生时一定要镇静清醒，不要惊慌失措、乱喊乱跑。当听到或感觉到爆炸声和空气冲击波时，应立即背朝声响和气浪传来方向、脸朝下、双手置于身体下面、闭上眼睛迅速卧倒。头部要尽量低，有水沟的地方最好趴在水沟边上或坚固的障碍物后面。2、立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻，防止吸入有毒的高温气体，避免中毒和灼伤气管和内脏。3、用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严，以防火焰和高温气体灼伤皮肉。4、迅速取下自救器，按照使用方法戴好，以防止吸入有毒气体。5、高温气浪和冲击波过后应立即辨别方向，以最短的距离进入新鲜风流中，并按照避灾线尽快逃离灾区。6、无法逃离灾区时，应立即选择避难硐室，充分利用现场的一切器材和设备来保护人员和自身安全。进入避难硐室后要注意安全，最好找离水源近的地方，设法堵住硐口，防止有害气体进入，注意节约矿灯用电和食品，室外做好标记，有规律的敲打连接外部的管子、轨道等，发出呼救信号。二发生煤与瓦斯突出时的应急避灾1、佩戴好自救器保护自己。在有煤与瓦斯突出危险的矿井，矿工要把自救器带在身上，一旦发生煤与瓦斯突出，立即打开自救器外壳佩戴好，迅速外撤。2、寻找可避难的场所。矿工在撤退途中，如果退路被堵，可到矿井专门设置的井下避难所暂避，也可寻找有压缩空气管路或铁风管的巷道、硐室躲避。这时要把管子的螺丝接头卸开，形成正压通风，以延长避难时间，并设法与外界保持联系。3、新鲜风流区域的职工主动正确参加救护工作。（1）瓦斯突出事故波及范围比较大，如果灾区停电没有被水淹没的危险，应远距离切断电源。严禁任何人在瓦斯超限，有爆炸危险的现场停、送电，防止产生火花引起爆炸。如灾区因停电有被淹危险时应加强通风，特别要加强电器设备处的通风，做到运转的设备不停电、停电的设备不送电。（2）在灾情之外的人员，发现突出事故发生后要通过电话或人员定位系统向工区值班室或安全生产指挥中心报告发生的时间、地点、人员情况及其他情况，阻止非救护人员进入灾区、对灾区内距离新鲜风流近的人员进行抢救时必须佩戴自救器。三突出时的避灾井下一旦发生透水事故，在场的工作人员应立即将灾情向矿安全生产指挥中心汇报。人员必须听从班组长指挥，迅速撤离，人员应按照避灾路线及时撤退。井下发生水灾之后，应立即通知矿山救护队组织抢救。在救护队员没有到达之前，应全部启动排水设备，关闭有关地区的水闸门。有瓦斯喷出的地区，探水人员或其他工作人员遇有瓦斯喷出时，要戴上自救器，防止中毒。工作地点还应设法加强通风，风机不准关闭。人员撤到地面后，应立即清点人数，向领导汇报。四冒顶事故时的应急避灾1、迅速撤离到安全地点。发现工作地点有即将发生冒顶预兆而当时又难以采取措施防止顶板冒落时，要迅速离开危险区，撤退到安全地点。2、无法撤离时要靠煤帮贴身站立或到木垛处避灾。这是因为煤壁上方顶板未被扰动、仍是整体。也就是说，当发生冒顶事故来不及撤退到安全地点时，靠煤帮贴身站立避灾，但是，避灾者一定要注意躲避地点附近的煤壁状况，防止煤壁片帮伤人。另外，木垛不容易被压断，在木垛附近避灾可对遇险者起到保护作用。3、遇险后立即发出呼救信号。顶板对人员的伤害是砸伤、掩埋或隔堵。冒顶基本稳定后，遇险人员应立即采用呼叫、敲打等方法，发出有规律、不间断的呼救信号，以便救护人员了解灾情，组织力量进行抢救。4、遇险人员要积极开展自救和互救。遇险人员在保证安全的情况下，积极开展自救和互救。5、被隔堵人员要积极配合外部的营救工作。人员被冒顶事故隔堵后，应在遇险地点利用各种条件有组织地开展自救，以配合外部的营救工作。五火灾事故时的应急避灾1、要尽可能迅速了解或判明事故的性质、地点、范围和事故区域的巷道情况、通风系统、风流、火灾烟气蔓延的速度、方向以及与自己所处巷道位置之间的关系，并根据避灾路线撤退。2、撤退时，任何人无论在任何情况下，都不要惊慌、不能狂奔乱跑，应在现场负责人和有经验的老工人的带领下，有组织的撤退。位于火源进风侧的人员，应迎着新鲜风流撤退。位于火源回风侧的人员或是在撤退途中遇到烟气有中毒危险的，应迅速戴好自救器尽快通过捷径绕到新鲜风流中去，或是在烟气没有到达之前顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点；如果距火源较近而且越过火源没有危险时，应可迅速穿过火区撤到火源的进风侧。3、如果在自救器有效作用时间内不能安全撤出时，应寻找有压风管路系统的地点以压缩空气供呼吸之用。4、撤退行动既要迅速果断又要快而不乱。撤退中应靠巷道有联通出口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会、同时还要随时注意观察巷道和风流的变化情况，谨防火风压可能造成的风流逆转。5、不论是逆风或者顺风撤退，如果都无法躲避着火巷道或火灾烟气造成的危害，则应迅速进入避难硐室，进行避灾。第三节避灾路线一瓦斯、煤尘及火灾时的撤离路线1、D1104运输巷联络巷掘进工作面D1104运输巷联络巷D1104运输巷11106瓦斯平巷东翼进风井地面2、D1104运输斜巷掘进工作面D1104运输斜巷D1104运输巷联络巷D1104运输巷11106瓦斯平巷东翼进风井地面二水灾时的撤离路线1、D1104运输巷联络巷掘进工作面D1104运输巷联络巷D1104运输巷11106瓦斯平巷东翼进风井地面2、D1104运输斜巷掘进工作面D1104运输斜巷D1104运输巷联络巷D1104运输巷11106瓦斯平巷东翼进风井地面附避灾路线示意图会审意见规程名称D1104运输巷联络巷掘进作业规程主持人地点安全生产指挥中心时间会审意见审批签字规程名称D1104运输巷联络巷掘进作业规程施工单位安全管理科生产管理科机电管理科地测测量科通防科通风工区安全生产指挥中心救护队掘进副总通风副总驻矿安监处总工程师生产矿长矿长内部资料仅供参考内部资料仅供参考图23地块位置图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