12126上顺槽提料斜巷及出煤联巷和信号硐室施工安全技术措施.doc

编号：ZB- 110310淮南矿业（集团）公司谢桥煤矿掘进工作面安全技术措施工程名称：12126上顺槽提料斜巷、出煤联巷、信号硐室施工安全技术措施施工单位：准备队编 制： 年 月 日审 核： 年 月 日技术负责人： 年 月 日单位负责人： 年 月 日会审单位：技 术 科： 年 月 日安 监 处： 年 月 日调 度 所： 年 月 日通 风 区： 年 月 日通 防 科： 年 月 日地 测 科： 年 月 日监 测 队： 年 月 日机 电 办： 年 月 日物 管 科： 年 月 日批准：掘进副总： 年 月 日12126上顺槽提料斜巷、出煤联巷、信号硐室施工安全技术措施1 说明：根据矿安排，我队将施工12126上顺槽提料斜巷、出煤联巷及上平段信号硐室。由提料斜巷上平斜交点向前施工至出煤联巷中线交点C点位置后，再继续向前施工5m后停头，然后从左手帮（面向迎头）拨门施工出煤联巷，直至与西翼6煤回风上山贯通。提料斜巷上平斜交至出煤联巷中线交点C点距离为25.818m,到停头位置距离为30.818m，出煤联巷长40.435。另在提料斜巷上平段右手帮施工一信号硐室。为保证施工期间的安全与质量，特编写此措施。2 技术要求及施工方法：2.1 按设计中线跟6-1煤层顶板施工。2.2 提料斜巷、出煤联巷采用放炮掘进，辅以人工挖刷成型；信号硐室采用人工挖刷掘进。刮板机、皮带机出货。2.3 提料斜巷、出煤联巷均采用29#U型棚支护，提料斜巷净宽5000mm，净中高3700mm；出煤联巷净宽3600mm，净中高3000mm；信号硐室采用梯形棚支护，宽3m，高2m，深2.0m。2.4棚距均为700mm，U型棚腿窝深度250mm，梁腿搭接长度500mm，搭接处上2副29#U棚卡，棚卡间距300mm，棚卡螺栓扭矩200Nm。2.4.1 每棚设4道拉杆，拉杆长L=1680mm，顶部设两道分别位于棚梁中心左右各1.0m处，两帮拱基线向下200mm处各一道。2.4.2 顶、帮采用6.5mm钢筋加工成的500900mm（网孔10050mm）的钢筋笆片全断面腰帮背顶，笆片间用14#铁丝扎牢，每200mm一道；纵向（沿巷道掘进方向）搭接200mm、横向搭接主筋边靠边，搭接处每隔200mm用一道14#铁丝绑扎牢固。钢筋笆片的铺设必须横平竖直。2.5炮掘循环进尺1400mm，最大控顶距为1600mm，最小控顶距200mm。人工挖刷、瓦斯异常、顶板破碎时均采用单排掘支循环，每循环700mm，最大控顶距为900mm，最小控顶距200mm。2.6出煤联巷拨门口U型棚加固方式：2.6.1首先采用226200mm锚索配合棚卡大盖锁住棚梁，每棚中心一组，中心向拨门口侧1.5m处一组，每根锚索配3卷Z2360型锚固剂；加固范围：拨门口位置及前后各两棚。2.6.2 所有固棚锚索施工完毕后，在设计位置施工抬棚。2.6.3抬棚净宽4200mm，净高不小于3000mm。2.6.4 并棚采用29#U型棚，净宽5000mm，净高3700mm，并棚棚梁比提料斜巷上平段棚梁低300mm。2.6.5抬棚梁采用长为5600mm的11#工字钢，共5组，每组2根，组与组之间间距为700mm。2.6.6 每架并棚的棚梁搭接600mm，搭接处上三副U型棚卡。2.6.7 并棚须垂直于提料斜巷上平段顶底板。2.6.8架并棚时，先栽棚腿，再上棚梁，上梁时，施工人员站在脚手架上，齐心协力，举起棚梁，上紧棚卡螺丝。2.6.9 并棚架齐一架，固定一架。栽并棚棚腿时，每棚距底板1000mm及2000mm处各用一道双股8#铁丝与两帮棚腿或笆片固定牢固，每棚固定点不少2处。2.6.10 并棚架齐后，并棚之间用双股8#铁丝捆绑在一起。并棚与原有支护棚间隙处采用半圆木、木楔背实。2.6.11 并棚的棚梁必须在一个平面上。2.6.12 穿抬棚梁：每组棚梁穿好后，用双股8#铁丝将11#工字钢梁与并棚梁捆绑在一起，11#工字钢梁必须与并棚棚梁垂直。2.6.13 11#工字钢梁穿齐后，用半圆木和木楔将11#工字钢梁与顶板之间接实，楔紧。2.7 拨门口U型棚加固完毕后，在距离底板高3.2m、拨门口中心两边各2.1m范围内施工一排护顶锚杆，间距200300mm，然后按照设计宽度摘除拨门口U型棚棚腿，施工前7架时，由于前探梁长度限制，不能正常使用前探梁，则采用挖够500mm后，打3根规格为202000mm锚杆配合3片6.5mm钢筋加工成的500800mm（网孔10050mm）的无钩钢筋笆片做临时支护超前护顶，每根锚杆配1卷Z2360型锚固剂。然后先过棚梁再栽腿子施工，上棚梁时在棚梁中心位置施工一组固棚锚杆，锚杆规格为222500mm配合棚卡大盖锁住棚梁，每根锚杆使用2支Z2360型锚固剂。棚梁调整好中心及淋肩后再栽棚腿。上棚梁合棚卡时至少7人协同作业，其中抬棚梁人员至少4名。拨门口三角带区域采用规格为202500mm锚杆配合6.5500800mm钢筋笆片护顶，每根锚杆使用2支Z2360型锚固剂。2.8 信号硐室拨门施工前，先在距离底板高2m2.2m处，宽3m范围内施工施工一排超前护顶锚杆，间距200300mm，每根锚杆配2支Z2360型锚固剂，并将硐室位置及其前后各两棚范围内，打锚索配合U型棚棚卡大盖锁住棚梁加固，然后再拆除棚腿。固棚锚索位置：原U型棚梁正中及中心向信号硐室侧1m处各施工一组，锚索规格：226200mm,每根锚索使用3卷Z2360锚固剂。信号硐室施工到设计深度后，迎脸采用202000mm的锚杆配合金属网支护，锚杆间排距800800mm每根锚杆配1支Z2360型锚固剂。2.9架棚巷道要满帮满顶，腰严接实有劲，空帮空顶处用矸石或编织袋装矸石填满填实。2.10巷道卧底时，若造成棚腿不能直接接触实底，则施工锚杆配合U型棚大盖固棚，锚杆规格：202000mm,每根锚杆配一支Z2360型锚固剂。2.11 炮掘架棚支护工艺流程：安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）打眼、扫眼装药、连线、放炮炮后通风验炮敲帮问顶临时支护（串前探梁）放棚梁、背顶、打超前撞楔出货挂迎脸防护网出货挖腿窝栽腿子、背帮检查工程质量。2.12 12126下顺槽提料斜巷、回风联巷、信号硐室架棚支护平面图、爆破图表；施工区域、放炮警戒及避灾路线平面图；抬棚平剖面图、架棚支护巷道质量检验标准；通风及监控系统图、供电设计图、地质剖面图附后。3 安全技术措施：3.1 顶板管理3.1.1 坚持敲帮问顶制度。每次进入工作面前，班组长必须对工作面顶帮安全情况进行一次全面检查，确认安全后其他人员方可入内。打锚杆、锚索眼、架棚前，都必须由有经验的工人站在安全地点，用长柄工具找净帮顶的危煤、活矸。敲帮问顶必须坚持“一人操作，一人监护”，随时找尽帮顶活矸危岩。敲帮问顶时，必须遵守以下规定。 敲帮问顶工作应由两名有经验的人员担任，一人找顶，一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在安全地点，观察人站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。敲帮问顶应从有完好支护的地点开始，由上向下，先顶部后两帮依次进行。敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。3.1.2临时支护方式：1）使用前探梁作临时支护：前探梁为两根不小于4长6寸钢管，每根钢管用两个挂钩固定，固定处必须使用木楔对刹楔紧。挂钩采用25mm圆钢加工，探梁挂钩分布在棚梁正中左右0.81m位置，对称布置。窜前探梁时，原则上要求挂钩固定在迎头第一棚，特殊情况下不得滞后一倍棚距。同一个前探梁两个挂钩间距不得小于2倍棚距。前探梁固定：前探梁与U型挂钩之间，上下由两块木楔对刹，左右用一块木楔刹紧。靠近迎头的U型挂钩要用不小于12#铁丝与棚梁固定。木楔规格：长400 mm，宽160mm，厚100mm，斜面坡度14。木楔必须用优质木料加工。每根前探梁都必须用不小于双股12#铁丝从前探梁预留的圆孔穿过，固定在永久支护的棚梁或拉条上，以防下窜。挂钩规格及要求：挂钩为U型，由25mm圆钢弯制成矩形，高370mm，宽180mm，钩长50mm，角度85。巷道起伏较大时，可以使用特殊挂钩。2）人工挖刷时临时支护：挖够500mm后，必须打不少于3根（含3根）超前锚杆配合3片6.5mm钢筋加工成的500800mm（网孔10050mm）的无钩钢筋笆片护顶，超前锚杆规格为20mm2000mm，超前锚杆间距以及锚杆与帮部的间距不得大于1000mm，每根锚杆用1卷Z2360型锚固剂。3.1.3架棚巷道必须施工超前撞楔护顶，超前撞楔规格为252500mm或1500mm（循环进尺0.7m）的圆钢或废旧锚杆、钎杆。顶板完整性较好且较稳定时，超前撞楔不少于5根，间距不大于500mm；顶板完整性较差或顶板破碎时，超前撞楔加密，间距不大于200mm。 超前掩护距离必须超过下个循环进尺500mm，撞楔外露100mm200mm；顶板完整性较好时，超前撞楔可施工在煤岩交界处或软弱易片处；顶板完整性较差时，自正顶均匀布置至两端棚卡位置；超前撞楔原则上垂直迎头第一棚轮廓线，外偏斜角度控制在1015。永久支护完成后及时回收超前撞楔。3.1.4人工挖刷时，施工人员必须站在永久支护下施工且有专人监护。3.1.5 爆破崩倒、崩坏的棚子必须先行修复，之后方可进入工作面作业。修复时先检查顶、帮安全情况，并由外向里逐架进行修复。3.1.6 窜前探梁前，必须进行敲帮问顶，找净顶帮危岩。3.1.7 两根前探梁挪移固定好后，再次敲帮问顶，并经班长确认安全后，在班队长指挥并监护安全情况下，人员在支护好的巷道下将棚梁抬起至迎头，从前探梁端头移到前探梁上方。3.1.8 架棚冒顶处接顶时，必须先测瓦斯，瓦斯浓度0.6%时，先处理瓦斯，待瓦斯浓度小于0.6%时，先找尽高冒处的危岩活矸，确认安全后方可接顶，接顶时设专人监护帮顶的安全情况，并用不燃性材料接顶。3.1.9 特殊地点采用特殊支护及加强支护措施时，其支护范围应延伸到正常段范围内1520m。3.1.10施工期间，施工人员严禁背向迎脸和两帮。3.1.11如在顶、帮超高处施工必须架设牢固的作业平台，马凳和大板搭设脚手架：马凳横梁采用2.5寸钢管，马腿及横担采用2寸钢管焊接，大板宽200mm，厚80mm长度适宜的均质木材。马凳由1根纵梁连接两个三角形马腿，两边马腿中间焊接12道横担，马凳高度为1.41.8m，宽度为1.61.8m。脚手架上作业平台搭设宽度不少于1.0m。大板间、大板和马凳间采用8铁丝绑扎牢固。脚手架所用大板必须是无腐朽、断裂、弯曲等现象的优质大板。.梯子和大板搭设的脚手架。梯子长23m，用1.5寸钢管加工，宽度6001000mm，梯子的各横担要求焊接牢固。大板为厚80mm、宽200mm长度适宜的匀质木材。脚手架上作业平台宽度不少于600mm，大板间、大板与梯子横担间必须采用12铁丝绑扎牢固，防止大板与铁管出现水平或垂直滑动。3.1.11.1脚手架搭设前，必须采用专用长柄工具找尽施工地点及附近顶帮活矸危岩。3.1.11.2人员上下脚手架不得携带工具及器材，严禁上下抛掷工具和器材。3.1.11.3作业人员在超过2m以上的高度作业时，应佩带安全带或设置安全网，且患有高血压、心脏病、深度近视等病症以及其他不适应高空作业者，不得从事高空作业。3.1.11.4脚手架搭设必须牢固、水平，脚手架严禁搭设在浮煤虚矸上。3.1.11.5脚手架上作业人员不得超过6人（梯子作为脚手架时作业人员不得超过12人）。脚手架上有人作业、搭设、拆除脚手架时，人员、车辆不得穿行。3.1.11.6依据“先搭后拆，后搭先拆”的原则拆除脚手架，不得采用将脚手架整体推倒的方法，严禁上下同时拆除。3.2 迎脸挂防护网管理规定3.2.1作业高度大于3.0m的煤巷工作面迎脸必须采用挂网防护。3.2.2架棚支护防护网为棚梁向下1500mm扇形，从中分为两片。材料使用规格：外框采用4分钢管焊接而成，内金属网规格为6.5mm钢筋，网格100100mm，内金属网焊接在钢管上成一整体。防护网的固定：每片上边缘用不少于3个“S”钩(用10#钢筋加工)与棚梁钢筋笆片固定。防护网主体部分用不少于3根霸王桩固定，霸王桩规格201200mm。迎脸特破碎时，扇形网下面加矩形网，材料同扇形网。防护网要及时回收循环使用。3.2.3迎头打眼、装药、挖棚腿窝前，防护网必须固定完好。3.2.4炮掘时，棚梁上好后，出货，当棚梁正中向下高度达到2.0m时，设好防护网，然后继续出货。3.2.5施工防护网之前，必须保证迎脸相对平整，防护网必须紧贴煤岩面，严禁留大肚子、台阶。 3.2.6防护网固定完毕，由跟班班长现场检查确认并进行“手指口述”。3.3通风、监测及综合防尘管理3.3.1掘进工作面风流中以及电机或其开关附近20m以内瓦斯浓度达到0.6%时,必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理，并向调度所汇报。3.3.2爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.6 %时，严禁爆破。3.3.3 掘进头风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，并向调度所汇报。 3.3.4 掘进回风流中瓦斯浓度超过0.6%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，并向调度所汇报。3.3.5 局扇及其开关附近10m以内瓦斯浓度都在0.5%以下且巷道内瓦斯浓度不超过0.6%时，方可人工启动开关。3.3.6 停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过煤矿安全规程第一百条的规定不能立即处理时，必须在24h内封闭。3.3.7 风筒口离迎头距离及相关规定：3.3.7.1 局扇进风口距回风巷不小于10m，风筒口距迎头全岩不大于10m，半煤岩不大于8m，煤巷不大于5m。3.3.7.2 施工单位对通风设施、设备要细心保护，不得随意损坏。3.3.7.3风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。接头严密，无破口，无反接头，软质风筒接头要反压边，风筒吊挂平直，逢环必挂。风筒转弯处设弯头，不准拐死弯，异径风筒用过渡节，先大后小，不准花接。3.3.8甲烷传感器和其他传感器的安设：3.3.8.1 安全监控系统参数分站使用KJ2007F型分站1台。3.3.8.1.1 容量：模拟量、普通开停量混接共16路，控制量8路。3.3.8.1.2 通讯距离：分站至中心站20km；分站至传感器2km。3.3.8.1.3 电源：使用KDW6B型电源箱1台。3.3.8.1.4 开关：使用QBC-20/660S型手动开关1台。3.3.8.1.5 电缆：中心站至分站：MHYVP141/1.38型矿用通信电缆；分站至传感器：MHYV147/0.52型矿用通信电缆2000m。3.3.8.2 安全监控系统布置需使用1台监控分站，应设置在便于人员观察、调试、检修及支护良好、无滴水、无杂物、无积水的进风巷道或硐室中，安设时应加垫支架，使其距巷道底板不小于300mm。用来监测掘进工作面和回风流瓦斯以及局扇开停状态，并实施瓦斯电闭锁功能。信号电缆吊挂在风筒对面的巷帮上，严禁其它动力电缆与信号电缆接触，并且保持一定间距。安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧，应为井下安全监控设备提供专用供电电源或双回路供电。3.3.8.3 甲烷传感器和其他传感器的安设：T1：安设在迎头5m之内风筒出风口的另一侧，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm；T2：安设在第一汇风点以里1015m处，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm；每5001000米巷道增设一台瓦斯传感器，其报警、断电、复电浓度及断电范围同T2；其他传感器安设：安设局扇开停传感器4台，安设位置应卡在局扇电源开关负荷侧的电缆上，安设时应设置在能正确反映被监测状态的位置。为监测被控设备是否断电，被控开关的负荷侧必须设置馈电传感器。3.3.8.4 甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围见下表：甲烷传感器T1(掘进工作面)T2(掘进回风流中)报警浓度0.6%0.6%断电浓度0.6%0.6%复电浓度0.6%0.6%断电范围该掘进巷道内及其回风流中全部非本质安全型电气设备复电方式专职电工人工复电甲烷传感器悬挂在有可靠的支护且无淋水处，防止顶板掉矸砸坏和其它机械损伤。爆破前必须由施工单位班组长将甲烷传感器挪移至安全地点，并加以可靠性保护，炮后恢复工作时，由施工单位班组长将其挪至规定位置。3.3.8.5洒水灭尘时，严禁将水洒到传感器上，严禁随意挪动、损坏传感器，人员作业时，不得影响传感器的正常监测。3.3.8.6甲烷传感器根据规定随工作面的推进及时挪移，挪移传感器过程中要注意保护好传感器及其线路。3.3.9 放炮管理3.3.9.1 爆破严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、“三人联锁放炮制”和“人、牌、网”三警戒制度，警戒距离：300m。若警戒位置大于或等于3处时,警戒位置用红漆标明，并指出人员禁止进入方向。警戒位置随迎头进尺距离变化而增减。爆破前由班组长亲自布置警戒，确保警戒区域内所有人员撤至警戒线以外，所有警戒到位后，由警戒负责人或专人向迎头班组长汇报，班组长接到所有警戒点到位的信息后，汇报调度所，然后下达放炮命令。爆破后，担任警戒的人员接不到撤岗信号，不准私自撤离。3.3.9.2甲烷传感器悬挂在有可靠的支护且无淋水处，防止顶板掉矸砸坏和其它机械损伤。爆破前必须由施工单位班组长将甲烷传感器挪移至距迎头不小于70m处的安全地点，并加以可靠性保护，炮后恢复工作时，由施工单位班组长将其挪至规定位置。3.3.9.3 任何钻孔和其它的空眼孔隙不得作为炮眼使用。爆破前，钻孔和其它的空眼孔隙必须用炮泥封堵严实，若不能一次填满堵实，封孔必须自孔口向里充填，封孔长度必须不小于炮眼深度的1.5倍。迎头装药期间，其20米内严禁从事其它工作。3.3.9.4 严格执行爆破前后汇报制度。爆破前，爆破工、迎头班组长均要向矿调度所汇报，矿调度在接到井下汇报后，通知监测队切断整个巷道内所有非本质安全型电气设备的电源，迎头班组长确认电源切断后，由矿调度通知爆破工爆破。爆破后30min待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦检员、迎头班组长方可共同进入迎头验炮，并检查巷道内通风、瓦斯及其它安全情况，在确认安全后向矿调度汇报，矿调度接到汇报后，方可通知监测队解除闭锁，由井下电工复电，同时由迎头班组长撤除警戒，其它人员方可进入工作面作业。3.3.9.5 爆破作业前爆破喷雾和净化喷雾开启，并能正常使用。迎头20范围内设三道爆破喷雾，各喷雾间距3m；净化喷雾共设置三道，第一道距迎头不大于50，以后每间隔50m设置一道，要求喷雾能够覆盖巷道全断面；爆破前、后30m范围内洒水灭尘。3.3.9.6 禁用糊炮和明火爆破，井下爆破必须采用正向起爆。3.3.9.7 装药和爆破前有下列情况之一者，严禁装药、爆破。3.3.9.7.1 控顶距离不符合规定，或者支架有损坏、伞檐超过规定的。3.3.9.7.2 爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.6%。3.3.9.7.3 在爆破地点20m以内，有矿车、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道断面1/3以上。3.3.9.7.4 炮眼内发现异状、温度时高时低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。3.3.9.7.5 工作面风量不足。3.3.9.7.6放炮助手必须经过培训合格，持证上岗。每次装药时，放炮助手对所装炮眼的装药质量负全部责任，每班放炮助手最多不超过4人。工作面装药时除协助爆破工装药的人员外，附近20m范围内，不得从事与装药无关的工作。装药前，距工作面10m范围拉上装药警戒牌，由生产单位专人负责警戒。3.3.9.8 爆破母线和连接线，必须符合下列要求：3.3.9.8.1 井下爆破母线必须符合标准。脚线破损的电雷管不得使用。3.3.9.8.2爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头互相扭紧并悬空，不得同任何导电体相接触。3.3.9.8.3 巷道掘进时，爆破母线应随用随挂，不得使用固定爆破母线，在特殊情况下，必须采取安全措施。3.3.9.8.4 爆破母线同电缆、电线、信号线应分别挂在巷道两侧。如果必须挂在同一侧时，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的悬挂距离。3.3.9.8.5 只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、水或大地等当作回路。3.3.9.8.6 爆破前，爆破母线必须扭结成短路。3.3.9.9 爆破工必须最后离开爆破地点。3.3.9.10 爆破后30min，待炮烟吹散，爆破工、瓦检员和班组长必须检查爆破地点的通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如果有危险情况，必须立即处理。装药的炮眼必须当班爆破完毕。在特殊情况下，如果当班留下尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须向下一班爆破工在现场交接清楚。3.3.9.11 通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再至少等30min，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。3.3.9.12 处理拒爆和残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如当班未能处理完毕，爆破工必须同下一班爆破工现场交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：3.3.9.12.1 由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。3.3.9.12.2 在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。3.3.9.12.3 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。3.3.9.12.4 处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。3.3.9.12.5 在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。3.3.9.13 雷管必须由爆破工亲自领送，炸药由爆破工或在爆破工监护下由熟悉煤矿安全规程的有关人员运送。电雷管和炸药不得放在同一容器中，领到炸药后立即送到工作地点，当班未使用完的电雷管必须当班交到炸药库。3.3.9.14 最小抵抗线：煤层中不小于500mm，岩层中不小于300mm。3.3.9.15 采用浅眼爆破刷帮、挑顶、卧底时，眼深0.61.0 m，封泥长度不得小于眼深的1/2，眼深在1.02.5 m时，封泥长度不得小于500 mm，眼深大于2.5 m时，封泥长度不得小于1000 mm，每孔装药量视眼深情况适当装药。刷帮、挑顶打眼前要敲帮问顶，要对周围的支护进行加固，打眼时有专人监护帮顶安全；一次装药炮眼最多不超过10个，每个炮眼内装药量不超过半卷且一次性全部起爆。炮眼深度小于0.6m不准装药放炮，炮前用炮泥封实。3.3.9.16打眼前要用长柄（钎子）工具（不小于2m）找去迎头的浮矸、危岩；并经验炮确认无危险情况后方可打眼；打下部眼时，必须将迎头底板浮矸清理干净，检查有无残爆、拒爆，警防瞎炮伤人，打眼时钎子要落在实处，并掌握好各类眼的角度和深度，严禁横向加压，以防断钎伤人,严禁套打残眼。3.3.9.17爆破作业时要用旧皮带或大板保护好风筒、风水管路、电缆、皮带机等。3.3.9.18放炮前，要将迎头附近10m范围内U型棚的卡缆螺丝重新紧固一遍；为了防止棚子倾倒，必须将迎头10m范围内的棚子在两棚子间打木撑加强支护，木撑位于帮部拉杆上300mm处。放炮崩坏的棚子自后向前逐架修复。3.3.9.19 爆破后验炮期间，工作面风筒未正常通风前，迎头严禁从事任何与处理风筒无关的工作。3.3.9.20底部两排炮眼必须敷设双抗彩带，彩带外露长度500-600mm。3.3.9.21装药时迎头积水及时排净。3.3.10避灾路线：避火灾、瓦斯、煤尘爆炸路线：工作面-446m底板回风大巷-610m西翼B组轨道上山-610m西翼轨道石门副井地面；避水灾路线：工作面西二B组回风石门西凤井地面。3.3.11通风系统3.3.11.1新风-610m西翼轨道石门-610m西翼B组轨道上山一车场12128煤上山12128回风联巷-446m底板回风大巷局扇、风筒12126回风顺槽提料斜巷及出煤联巷掘进工作面3.3.11.2回风西二B组回风石门西风井3.3.11.3掘进工作面需风量计算 1.按人数计算：Q=4N=430=120（m3/min）式中 N：工作面同时工作最多人数，取30人。2.按瓦斯涌出量计算：Q=100qK=1001.61.6=256（m3/min）式中 q：掘进工作面瓦斯涌出量，取1.6m3/min；k：掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取1.6。3.按排除有害炮烟时间计算Q= =(18/30)(88.458315.82)1/2=204（m3/min）式中 A：同时爆破的炸药量Kg，取88.45Kg；L：炮烟稀释安全距离，L=83m；K：紊流扩散系数，取0.74；b：每公斤炸药生成的当量CO量，取40L/Kg；C：有害气体允许百分比浓度，取0.02%；S：巷道掘进断面积，15.82m2；t：排烟时间，取30min。4.风速验算：根据式：60VminSQ60VmaxS则：237Q3797（m3/min）式中：S：掘进巷道净通风断面面积，15.82m2；Vmin：巷道允许的最小风速，取0.25m/s；Vmax：巷道允许的最大风速，取4.0m/s；根据以上计算，掘进期间工作面需风量为256m3/min。3.3.11.4局扇选型1.局扇风量计算Q局=PQ=1.1256=282(m3/min)式中 P：风筒的风量比，取1.1；Q：掘进工作面需风量，m3/min。2.局扇风压计算H=RQ局Q+hV式中 R：风筒风阻，R=aLU/S03+nR+/2S02+R0；其中a：风筒摩擦阻力系数，取0.00196NS2/m4；L：风筒长度（最远通风距离），取600m；U：风筒断面周长，取2.51m(800mm风筒)；S。：风筒断面积，S0=0.5m2；n：风筒接头数，取60节；R：风筒接头风阻，取1.0NS2/m8；：弯头局部阻力系数，取1.2；：空气密度，取1.2Kg/m3；Ro：其它局部阻力，取0；hV：风筒出口动压，hV=Q2/(2So2)=44Pa；Q局Q：同前，m3/s。经计算局扇全程风压为：H=1776Pa； 根据计算结果，选择工作面需风量为256m3/min，局扇全程风压为H=1776Pa。根据以上计算结果，巷道掘进时，选三台FBD-6.3230局扇，一台使用，两台备用，配套风筒直径800mm，10m/节。掘进时开启单机运转。当掘进期间工作面温度高、风量不足、瓦斯异常时，开启双机运转。附：FBD-6.3230型局扇技术参数：电机功率：230kW 风量：630420 m3/min全 压：10005800Pa 3.3.12洒水冲洗煤、岩帮，装煤、岩洒水，杜绝灰尘飞扬。加强个人防护、粉尘作业区必须配戴防尘口罩。3.4防治水措施：3.4.1坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。发现异常征兆时，必须采取处理措施。施工中发现有透水预兆，如迎头出现挂红、挂汗、空气变冷，出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙、出现淋水、水色发浑有臭味等异状时，必须停止作业，采取措施，报告调度所，同时立即撤出所有受水 威胁的地点。3.4.2 出煤联巷向下山施工，完善排水设施，确保排水系统能随时投入使用。3.5防突管理：3.5.1突出预兆：3.5.1.1 地压显现方面：煤炮声，顶板破裂声，支架来压声，煤岩压裂、掉渣、片帮、底鼓，钻孔变形、垮孔，顶钻、夹钻、钻机过负荷等。3.5.1.2瓦斯涌出方面：瓦斯涌出量变大，瓦斯浓度忽大忽小，气温、气味异常，打钻喷孔等。3.5.1.3煤层结构方面：煤层变软，层理紊乱，煤层暗淡、无光泽、干燥易粉碎，煤层有挤压褶曲、波状隆起等现象。3.5.2压风自救装置：第一组压风自救装置距工作面2540m，向后每隔50m设置一组，每组压风自救装置安设5个压风自救袋，压风供给量每人不得小于0.1m/min，随掘进工作面向前掘进应及时向前挪移。压风自救装置安装由通防科负责，压风拨头留设、与压风管连接及装置的保管由施工单位负责。3.5.3隔爆水袋按规定安装在距迎头60m200m范围内，棚区巷道断面在满足通风需要的前提下，水袋底部距轨道不小于1.8m和不大于2.6m。水棚应设置在直线巷道内，首列（排）水袋与工作面的距离必须保持60200m范围内，隔爆水袋数量不少于80个，每排5个，共计16排。水袋要设为横向排列；水袋横向排列的间排距为1.23.0m。水袋水量不少于200L/，安设长度不小于20m，隔爆水袋必须确保能覆盖全断面。3.6机电运输管理3.6.1 一般规定：3.6.1.1 电气保护，钢丝绳检查记录齐全。机电检修记录齐全，图纸资料齐全。3.6.1.2 不得带电检修和搬迁设备，非专职机电人员严禁拆卸机电设备。3.6.1.3 电缆用专用电缆钩吊挂整齐，成一条线，最下面一行电缆距底板不小于1.4m。3.6.1.4 电缆、信号线、开关等必须按质量标准化要求进行吊挂和摆放，开关要上架并靠帮安设。3.6.1.5 防爆电器设备入井前，应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能。检查合格并签发防爆检验合格证后，方准入井。3.6.1.6 井下照明和信号装置，应采用具有短路、过载和漏电保护的照明信号综合保护装置供电。3.6.1.7 施工现场应悬挂与头面相符应的供电系统图。3.6.1.8 水幕喷雾回风侧5m范围内不得有电器设备。3.6.1.9 机电设备安设处无淋水，顶板完好安全。设备表面要清洁干净。3.6.1.10 非专职机电人员严禁打开电气开关作业。3.6.1.11 局部通风机要实行三专（专用变压器、专用开关、专线路）供电，掘进工作面所有非本安型电器设备要装两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁）设施，当局部通风机停止运转或瓦斯超限时，能立即自动切断掘进工作面所有非本安型设备的电源。3.6.1.12 严禁电器设备失爆失保，严禁带电检修、搬运电器设备及电缆。检修或搬运时，开关打到停止位置并加闭锁，并悬挂“有人工作，严禁送电”的专用停电牌。3.6.1.13 井下漏电保护装置，风电、瓦斯电闭锁开关，煤电钻及照明综保必须专人负责检修。3.6.1.14 井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”，即：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；有过电流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置；电缆悬挂整齐、设备硐室整洁整齐；防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全；坚持使用检漏继电器、照明和信号综保，必须使用瓦斯电、风电闭锁。3.6.1.15 各类司机、机电人员持证上岗，并严格按照操作规程进行操作和检修。3.6.1.16 “五小”电气上板，电器设备上架。3.6.1.17 非机电人员严禁打开电气开关违章作业。3.6.1.18 井下严禁私拆矿灯。3.6.1.19 机电设备检修制度化维护正常化。3.6.2井下停送电及检修制度3.6.2.1 检修、检测、清理以及长期不用的设备电源端必须停电、闭锁并悬挂停电牌。3.6.2.2 停送电必须有专人负责联系，联系人和操作人员都必须熟悉供电系统，设备性能和现场施工情况。3.6.2.3 拆接火时停电应闭锁，后验电，无电后再放电挂地线（瓦斯浓度必须低于0.6才准放电）并悬挂“有人工作，不准送电”牌。送电先拆地线，后送电并取下“有人工作，不准送电”牌。只有执行此项工作的人员才有权取下此牌并送电。3.6.2.4 检修电气设备不得随意拆除保护装置或更改整定值，不得随意增减防爆腔内部件，检修后要认真检查防爆面，确保设备防爆性能。3.6.2.5 迎头工作面瓦斯浓度达到0.6 时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。3.6.2.6 严禁任何人任意拉送扇风机电源开关。3.6.2.7 井下局部停送电工作影响局扇和其它通风设备时，必须经有关领导及通风区许可后方可停送电。（送电需经测气员检查完瓦斯并同意）3.6.2.8 事故停送电应立即向调度汇报，并采取相应安全措施。3.6.2.9 高压停送电时，应认真填写操作票，工作时必须由两人进行，一人操作一人监护，操作人员必须戴绝缘手套，穿绝缘靴或站在绝缘台上。非专职或值班电工，不得擅自操作电气设备。3.6.3皮带机使用、维护安全技术管理措施3.6.3.1 操作司机必须经过安全技术培训，考试合格后，方可持证上岗3.6.3.2 严格执行交接班制度，接班后应进行一次空负荷试车（连续作业除外），并做好交接班记录。3.6.3.3 设备启动前应做如下检查：a).认真检查输送机的传动装置，电动机、减速机、液力偶合器各部螺栓是否齐全紧固，固定可靠，是否有渗、漏油现象，油位是否正常。b).检查清扫器和各种保护是否正常可靠。c).检查输送带张紧是否合适，输送带接头是否平直良好，输送带重物是否超限，有无易伤害皮带的硬物，输送带有无卡堵现象。d).检查各导向滚筒、驱动滚筒和上下托辊是否齐全可靠、安全牢固、运转灵活。e).检查通讯、信号系统是否正常，各种管线有无挤压、破损。3.6.3.4 运行（1).开机前应发预警信号，警告人员离开皮带机的转动部位，撤到安全地带。（2).起动时先点动电动机，听声音，看状态，5 秒后确认无异常情况后方可连续运转。（3).运转中司机要做到三注意：一要注意皮带张紧情况，发现打滑、过载现象应立即停机处理，处理不了的及时汇报。二要注意皮带运行情况，如发生跑偏等异常现象应立即停机处理或及时汇报。三要注意开机、停机信号，不出现误操作。3.6.3.5 停机（1）停机前，应将皮带上的矸石（煤）卸完。（2）停机后应将隔离开关置于零位，并加闭锁。3.6.3.6 多级胶带输送机运输系统或无缓冲煤仓系统中，各部胶带输送机及源头设备相互间应有可靠的闭锁，司机每班试机时应确认一次闭锁可靠。3.6.3.7 司机应熟悉各种信号，操作时必须严格按信号执行，做到：1)、不得无信号开车。2)、当所收信号不清或有疑问时，应立即用电话联系岗位人员，确认后再进行操作。3)、接到信号因故未能执行时，应通知岗位人员，重发信号，再进行操作。4)、司机不得擅自开车，若需要开车时，应事先通知岗位人员及班组长，并经岗位人员及班组长同意，方可按规定程序开车。5)、设备运行中，出现不明信号时，均应以停机信号对待，立即紧急停机。3.6.3.8 发生紧急停车事故，司机应立即查明情况，情况不清时严禁开机，待事故查清并排除后方可开机。3.6.3.9 停车期间，司机离开操作位置时必须将隔离开关置于零位并加以闭锁。3.6.3.10 停车后要清理机头、机尾的积煤、浮煤和杂物，保持清洁卫生。3.6.3.11 设备维护保养和安全管理重点3.6.3.11.1 起动前要检查输送机上下和机头、机尾，确认无人后发出起动信号，先断续点动，隔几秒钟后再正式起动。严格执行操作规程，严禁随意开机。3.6.3.11.2 输带机应达到满速，各电机功率均衡（多机驱动系统）时，方可装载。禁止用皮带机运送设备。3.6.3.11.3 禁止开倒车，特殊情况下须有矿总工程师批准的安全技术措施。3.6.3.11.4 严禁人员乘坐和踏越输送机。3.6.3.11.5 检修输送机时,作业人员严禁站在机头、尾架、传动滚筒及输送带等运转部位的上方工作。如因处理问题必须站在上述部位工作时，要派专人停机、停电、闭锁、并在电源开关上悬挂“有人工作，禁止开机”停电牌后方可作业。检修后必须试车，并按规定对各项保护进行试验。严禁直接手拉、脚蹬、脚踩输送带，点动开车。3.6.3.11.6 清扫、连接以及检修输送机或更换托辊时应停机并挂停电停机警示牌。3.6.3.11.7 运转时，严禁用手或工具拨弄托辊和拨正跑偏输送带以及其它转动部位。3.6.3.11.8 带式输送机的安装维修质量要达标准，安设做到平、直，运转灵活。防滑、堆煤保护，防跑偏装置，温度、烟雾保护、自动洒水等安全保护装置要齐全、灵敏、可靠。机头、机尾旋转部位要安设防护罩或防护栏。3.6.3.11.9 处理机头或机尾故障后，启动试车前，人员必须离开机头、机尾，严禁在机头、机尾上部伸头查看。3.6.3.11.10 斜巷中使用的带式输送机，上运时必须同时装设防逆转装置和制动装置；下运时，必须装设制动装置；必须根据巷道岩性情况，在施工安全技术措施中编制切实可行的防止输送机滑动的措施。3.6.3.11.11 液压偶合器严禁使用可燃性传动介质（调速型液压偶合器不受此限）。3.6.3.11.12 巷道中必须在适当地点设置供行人跨越带式输送机的过桥。3.6.3.11.13 实行设备维修保养专责制。每班派专人对传动装置、减速器、电动机、液压偶合器、张紧装置、各种安全保护装置等各部进行检查维护，严禁带病运转。3.6.3.11.14 两台以上带式输送机串接运行时，应设连锁装置。3.6.3.11.15 必须使用阻燃输送带。巷道内应有照明。信号装置必须声光兼备，清晰可靠。3.6.3.11.16 使用过程中要注意输送带跑偏、打滑问题，检查托辊运行情况、输送带的拉紧情况，经常检查电动机、减速器、轴承的温度；倾听各部位运转声音；保持正常喷雾洒水。在巡视过程中，禁止用手触摸带式输送机转动部位。检查维护工作中需要接触转动部件时，必须在停电后进行。3.6.3.11.17 严禁站在转动部位直接用手拉或用脚蹬踩输送带。机头穿皮带时，人员严禁钻入滚筒中间作业。在皮带机附近的人员，不得接触皮带机，应视为皮带机随时可能运转。3.6.3.11.18 机头、机尾固定必须牢固，并定期有专人检查。3.6.3.11.19 停机前，应将输送带上的煤、矸石卸完；司机离开岗位时要切断电源，将隔离开关打到零位，并闭锁。3.6.3.11.20 送电调试设备前，现场施工负责人必须安排所有人员撤离皮带机机身全长范围，到安全地带，并布置警戒，方可通知司机操作。3.6.4 刮板机使用、维护安全技术管理措施3.6.4.1 操作司机和维修人员必须经过安全技术培训，考试合格持证后，方可上岗。3.6.4.2 司机要严格执行交接班制度，做好交接班记录。3.6.4.3 开车前的准备与检查：3.6.4.3.1 一般检查：首先检查工作环境、工作地点的巷道支护情况，检查刮板机上有无其他障碍物，压柱是否牢固，检查电缆吊挂是否合格，电动机、开关、按钮等处接线是否良好，如果检查没有发现问题，可将刮板机稍加起动，看看刮板机是否正常。然后停机，开始重点检查；3.6.4.3.2 重点检查：中间部位检查，对中间槽、刮板链从至尾进行一次详细检查，从机头开始，往后逐级检查刮板链、刮板、连接环以及连接环上的螺栓，中部槽对口有无残渣或搭接不平、磨环、压环、上槽陷入下槽等情况；检查一直到机尾，在机尾的刮板链上做一记号，回到机头处，开动刮板机，把机尾记号动转到机头处，再停机，重复以上检查，至此检查一个循环，发现问题及时处理；机头检查：A 、有传动小链的刮板机要检查传动小链的链板销子的磨损变形程度，链轮上的保险销是否正常，必须使用规定的保险销，不得用其他物品代替；B 、检查弹性联轴器的间隙是否正确（一般在35 ），液力偶合器是否完好；C 、检查减速箱油量是否适当；D 、检查链轮、托叉、护板是否完整坚固；E 、检查弹性联轴器和紧链器的防护罩是否齐全；F 、检查机头座连接螺栓、地脚压板螺栓、机头轴承座螺栓等是否齐全坚固。机尾检查：机尾有动力驱动时检查内容同机头，无动力驱动时要做以下检查：A 、检查机尾滚筒磨损与轴承转动情况；B 、检查调节机尾轴的装置是否灵活；C 、检查机尾环境是否良好，如有积水，要挖沟疏通，经以上检查，确认一切良好，即可开动电动机正式运转。3.6.4.4 开机前应发预警信号，所有人员离开转动部位，接到开机回复信号或预警结束，方可按下开机按钮，启动设备。3.6.4.5 多级运输系统或无缓冲煤仓系统中，各部