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文档简介

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井下永久避难硐室掘进工作面(2)、目的:建设紧急避险系统为遇险人员安全避险提供生命保障。(3)、工程慨况 按照井下紧急避险系统方案设计的布置,本巷道为井下永久避难硐室,担负矿井紧急避险系统为遇险人员安全避险提供生命保障。本巷道首先从主井下至150米左右至副井石门运输处,平巷掘进30m后,然后按90的方位掘进永久避难硐室35M后.工程慨况表:序号工程名称设计工程量(m)起点标高拨门方位坡度支护形式断面(m2)开竣工日 期毛净1井下永久避难硐室301609.2m 平巷锚喷8.829.636.302永久避难硐室两端出口141609.2m平巷锚喷8.829.633、工程结构特点 开门巷道布置在K9煤层底板岩层中,围岩坚固稳定。4、施工条件 风钻( 风锤)打眼、人力推车、副井绞车提升运输。 5、巷道布置情况(附示意图) 第二部分 地面位置 地质、水文情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况表1:井 上 下 对 照 关 系 表水平、采区1609.2m水平工程名称井下永久避难硐室地面标高(m)16351723m井下标高(m)+1609.2m地面相对位置、建筑物、小井及其他工作面对应位置为迎丰村杉林口,地面标高约为16351723m,地表为荒山。井下相对位置对掘进巷道的影响其平行上侧为主井和副井之间的运输石门巷。临近采掘情况对掘进巷道的影响邻近巷道对本工作面掘进无影响。第二节 煤层特征(2)可采煤层区内可采煤层8层,由上往下编号为K5、K6、K7、K8、K9、K10、K11、K12,可分为中上部含煤组、中下部含煤组,其中K5、K6、K7、K8煤层产龙潭组中上部,K9、K10、K11、K12煤层产于龙潭组中下部。现分别描述如下:K5煤层厚0.850.95m,平均0.91m,厚度稳定。分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K6煤层厚0.901.20m,平均1.03m,。厚度稳定,分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K7煤层厚0.891.40m,平均1.00m,个别工程间夹1层0.10.30m夹矸,厚度稳定,分布范围内全区可采。属“稳定煤层”。K8煤层厚1.802.40m,平均2.10m。厚度稳定,分布范围内全区可采,属“稳定煤层”。K9煤层厚0.881.35m,平均1.04m,厚度稳定,分布范围内全区可采,属“稳定煤层”。K10煤层厚0.800.90m,平均0.84m, 间夹12层0.080.16m夹矸,厚度稳定,分布范围内全区可采,属“稳定煤层”。K11煤层厚0.851.22m,平均1.00m,厚度稳定,分布范围内全区可采,属“稳定煤层”。K12煤层厚0.911.70m,平均1.44m,间夹23层0.080.20m夹矸,厚度稳定,分布范围内全区可采,属“稳定煤层”。可采煤层特征见表1-3-2。(3)煤层顶底板K5煤层:顶板岩性为炭质粘土岩,底板岩性为炭质粘土岩;K6煤层:顶板岩性为粉质粘土岩,底板岩性为粉砂质粘土岩;K7煤层:顶板岩性为粘土质粉砂岩,底板岩性为粘土质粉砂岩、粉砂岩;K8煤层:顶板岩性为粘土质粉砂岩、粉砂岩,底板岩性为炭质粘土岩、粘土岩;K9煤层:顶顶板岩性为炭质粘土岩,底板岩性为炭质粘土岩;K10煤层:顶板岩性为炭质粘土岩,底板岩性为炭质粘土岩;K11煤层:顶板岩性为细纱岩,底板岩性为炭质粘土岩;K12煤层:顶板岩性为炭质粘土岩,底板岩性为凝灰质粘土岩。表1-3-2 可采煤层特征表煤层最大-最小层间距顶板岩性底板岩性夹矸可采程度稳定程度可靠性平均最大-最小平均K50.85-0.950.91炭质粘土岩炭质粘土岩无全区可采稳定可靠22.18-23.8523.02K60.90-1.201.03粉质粘土岩粉砂质粘土岩0-1全区可采稳定可靠1.37-1.631.50K70.89-1.401.00粘土质粉砂岩粘质土粉砂岩、粉砂岩0-1全区可采稳定可靠4.24-4.834.54K82.10-2.402.20粉砂岩、粘土质粉砂岩炭质粘土岩,粘土岩无全区可采稳定可靠25.44-24.1424.79K90.88-1.351.04炭质粘土岩炭质粘土岩1-2全区可采稳定可靠9.47-8.238.65K100.80-0.900.84炭质粘土岩炭质粘土岩1-2全区可采稳定可靠19.90-15.3012.84K110.85-1.221.00细砂岩炭质粘土岩0-1全区可采稳定可靠9.01-5.466.90K120.91-1.701.44炭质粘土岩凝灰质粘土岩1-2全区可采稳定可靠 第三节 地质构造矿区位于平寨穹隆南西缘,新场向斜南东翼。勘查区内含煤地层产状走向120,倾向210,倾角1015,向深部则变缓;无断裂构造。其构造复杂程度属“简单”类型。区内构造简单,仅在煤矿煤系地层龙潭组中发育有少量层间剥离、层间滑动或层间小断层。其构造面通常发育在两种能干性不同的岩石分界面或煤层与其顶底板间界面附近。由于断距小,一般为0.53m,延深短,一般在20m以下,地表不明显。该类小断层使煤层局部变薄、增厚或短距离错位,破坏了煤层局部的稳定性和连续性,降低了煤层顶底板岩石的强度。对煤层的水文地质、工程地质条件也产生了一定影响,对矿井开拓、开采影响不大,但在今后矿井建设和开采过程中应加强综合分析研究,以弄清其产出特征和规律、煤层上下错位方向及距离等,以便指导煤矿建设生产。第四节 水文地质根据对该矿的实地调查,井田内K8煤层内形成了大面积的采空区,采空面积约991900 m2,K9煤层+1617m标高以上已经采空,矿井目前还在开拓新系统,巷道现阶段干燥无充水现象。第三部分 巷道断面设计一、支护类型、断面形状因根据巷道用途、服务年限,选择为半圆拱锚喷支护。二、支护参数二、支护参数支护形式支护材料备 注半圆拱锚喷采用前探梁作临时支护,锚喷三、断面设计1、井下永久避难硐室巷道规格:净高3.2m,半圆拱半径1.6m,底净宽3.2m,净断面8.82m2,毛断面为9.63m2。第四部分 施工方法一、施工方案根据巷道地质、断面、支护、施工条件等情况,选择一次成巷施工方案。施工中巷道的掘进、支护等工程视为一体,在一定距离内,最大限度的同时施工。一次做成巷道。二、施工方法采用爆破法,风钻打眼,3号煤矿乳化炸药和矿用8号瞬发电雷管进行爆破作业。 三、巷道开拓施工方法:(一)施工前地测科必须提前标定巷道开口位置和中腰线,严格按线施工。(二)开口时应检查开口点10米范围内的支护情况,确保支护牢靠,并把开口处的工具等撤到安全地点。坚持“敲帮问顶”制度,及时、随时捣掉帮、顶活矸、危岩等。(三)开口时必须把好警戒,能进入开口点的各个通道都应设置警戒,警戒距离直巷不得低于120米,拐弯巷道不得低于100米,且爆破时,人员必须全部撤到新鲜风流中,并在回风流中设置警戒牌。警戒人员回来汇报后,方准放炮。警戒人员责任心要强,工作要负责,严禁任何人进入警戒区,炮后只有班长发布撤警戒命令后,警戒才能撤除。 (四)实行远距离放炮(三百米以上)放炮母线必须是专用铜芯,双芯线,不能用夫妻线、胶质线。放炮地点:10901运输石门避难硐室内(五)坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。(六)炮后应及时打临时支护、永久支护、并出渣;临时支护使用长4米11金属前探梁配合大板进行。在临时支护下,人员在安全地点用钩钎把顶板、两帮活矸、危岩等处理掉,然后用洋镐或风镐刷帮至设计宽度,发现瞎炮时必须按处理瞎炮规定处理,代处理好后,方可进行作业。(七)开口时应注意巷道成型,确保工程质量好。四、特殊条件下的施工方法:(一)顶板破碎时,钻眼时必须随时坚持“敲帮问顶”制度,同时周边眼眼距缩小,周边眼药量减小,并不得将炸药捣到眼底,不要放空心炮,爆破时严格坚持“一炮三检”及“三人连锁放炮制度”。(二)遇见断层等地质构造变化大及遇到破碎带需要架棚时,要制定特殊措施。五、施工工艺(一)、炮眼布置1、爆破布置2、爆破作业图表、爆破原始条件名称单位数量掘进断面米211.17炮眼数目个32炮眼深度米1.6-1.4岩石坚固性系数f2.5工作面瓦斯情况高瓦斯(2)、爆破说明书巷道爆破说明书 总量炮眼序号炮眼名称眼深(m)角度()装药量(Kg)封泥量水炮泥量雷管类型起爆顺序联线方式水平垂直每节总量14掏槽眼1.678830.75克3满1瞬发雷管串联513辅助眼1.490900.65.4满11426周边眼1.483900.458.45满12732底 眼1.490830.452.43满1合 计19.2总计炸药672公斤 雷管1120发爆破原始条件:岩石为泥质粉砂岩或粉砂岩;巷道掘进断面面积为11.17m2;炸药为安全等级三级的煤矿许用含水炸药;雷管为矿用瞬发电雷管。、预期爆破效果名称单 位数 量名称单 位数 量炮眼利用率%95每立方米岩 石炸药消耗公斤/米32.24每循环工 作面进尺米1每米巷道炸药消耗公斤/米19.2每循环爆破 实体煤层米38.6每立方米岩 石雷管消耗发/米33.73每循环炮 眼总长度米/循环32每米巷道 雷管消耗发/米32雷管1120发 (4)施工工艺流程:敲帮问顶画轮廓布置炮眼打前进眼检查瓦斯及其他有害气体装掏槽眼药联线检查瓦斯及其他有害气体放炮检查放炮地点瓦斯及其有害气体装辅助眼药联线检查瓦斯及其他有害气体放炮检查瓦斯及其他有害气体(周边眼、底眼同上)架设临时支护扒渣装车出矸挂网喷浆下一循环。(5)锚喷巷道工艺及质量要求规格:锚喷巷道净高3.2米、净宽3.2米、锚杆18mm,长200mm,仓巷挂网喷浆。张网搭接按必须有10M,并用8号铁丝扭紧。锚索长度2.5米-3.5米。顶板遇破碎岩石时,必须采用锚索加把板支付的原则,要做好临时支护确保安全。 1、锚喷巷道严格按照规程规定做到高、宽、平、直、净的要求。2、墙体必须光滑平直,无凹凸。3、每米锚杆不少于12、密度0.6米*0.6米。4、锚喷巷道所使用水泥必须不低于425号普硅水泥,沙子必须使用青石沙,配比为123,必须达到规定的标准,否则不得使用。5、喷浆时要在放料口增加一定数量的凝固剂。(6)、安全技术措施 1、进入工作面, 必须先将工作地点周围的围岩处置好,打好临时支护,否则不得 进入正常工作。2、 锚喷前,将巷道内中腰线延至工作面,对两帮,顶、 底板不够位置的地方、应及时打眼放炮开掘够尺寸后,才能进行挂网喷浆。3、喷浆(即脚手架)架设必须牢固。4、喷浆前要检查好喷浆机的运行情况,风压、水压。5、喷浆时喷浆口离墙面不能超过0.8-1米,气压要均匀,水压要适当6、喷浆时操作人员要站在进风一侧,以免喷砂伤人。7、喷浆操作人员要喷带好安全护罩和防尘口罩8、喷浆时要进行两次以上扫喷不能一次扫喷的造成蜂窝状。9、达到平直光滑,无凹凸。(2) 、通风与防尘1、通风方式、通风设备、设施:、通风方式:压入式 、采用型号为FBD5.6/112kw对旋局扇,局扇安装在副井距回风口10m以外,垫高不得小于30公分。、风筒选择、敷设方式:选用直径为500mm柔性风筒,从进风巷道北帮敷设,逢环必挂。2、 本矿属高瓦斯矿井,局扇采用“双风机、双电源”,双风机自动切换,实行两闭锁(风电、瓦斯电闭锁)。通风系统示意图:3、风量计算 根据瓦斯涌出量,炸药用量,同时工作的最多人数,局部通风机的实际吸风量等因素分别计算,并选取其中最大值。、按瓦斯涌出量计算:Q=100qk=1000.092.0=18m3/min式中 Q掘进工作面实际需要风量,m3/min;100单位涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1% 换算值; q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m3/min,取0.09(参照2011年度生产井瓦斯等级鉴定资料)。 k掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,应根据实际观测的结果确定(掘进面最大绝对瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出量之比)。炮掘工作面k=1.82.0。、按炸药使用量计算:Q=25A=2511.4=285m3/min式中 Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 25每千克炸药爆炸不低于25m3的配风量 A掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量,kg。 、按工作人员数量计算:Q=4n=414=56 m3/min式中 Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; 4每人每分钟应供给的最低风量,m3/min; n掘进工作面同时工作的最多人数。 、按局部通风机的实际吸风量计算Q=Q局Ikf=19511.2=336 m3/min式中 Q掘进工作面实际需要风量,m3/min; Q局掘进工作面局部通风机的额定数量 ,m3/min,(FBD-NO5.6 /11KW2对旋局扇额定风量为280 m3/min); I掘进工作面同时运转的局部通风机台数,台; kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.21.3,进风巷中无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。 根据计算结果取最大值=336m3/min ,根据要求,安装局部通风机的地点,全风压风量要大于局部通风机吸风量,还应保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的最低风速,全岩巷道不得地于0.15m/s,煤巷和半煤巷不得低于0.25m/s的要求,副井安装二台局扇11KW2,经实测进风量为1116m3/min,能满足需要。3、监测仪表布置 根据煤矿安全规程规定在该掘进迎头5m和距全风压回风口10m处风流中各布设一个甲烷传感器,具体布置及断电、复电设置范围见系统图注:T1距下山迎头5m,报警浓度0.8%,断电浓度0.8%,复电浓度0.8% 断电范围:掘进下山及回风巷道内非本质安全型电气设备T2距全风压回风口10m,报警浓度0.8%,断电浓度1%,复电浓度0.8% 断电范围:掘进工作面及回风巷道内非本质安全型电气设备。安全监测监控系统布置图:4、综合防尘措施 、使用水炮泥:应按爆破说明书要求使用水炮泥。、喷雾洒水:爆破前应冲洗岩壁,爆破后应及时喷雾,装煤时应进行洒水。每隔50m设一防尘喷雾装置,进行喷雾和洒水降尘。、加强通风,净化风流:加强通风管理,保证掘进迎头风量充足,及时排除掘进产生的粉尘,坚持使用防尘设施。、个体防护:工作中佩带防尘口罩,掘进迎头工定期进行身体检查。各转载点设喷雾降尘,迎头设降尘装置。(三)、煤(岩)装运采用0.75吨矿车运输平巷人力推车副井JTK-1.61.5P提升机串车提升井口工业广场。运输系统示意图第五部分 施工与劳动组织一、作业方式三八工作制二、循环进尺、方式 循环进尺:1.4米;循环方式:二班一循环,采用“三八制”作业方式,每班出勤人数11人。附劳动组织配备表:工种出勤人数备注早班中班晚班小计打眼1113配合出矸运料2226配合推车1113配合安全员1113跟班干部1113瓦检员1113打点挂钩工1113锚喷支护2226放炮员1113合计11111133第六部分 主要技术经济指标项 目单 位数 量项 目单 位数 量净 断 面m26.03圆班出勤人数人33掘进断面m26.72日进尺m2.1掏槽方式月进尺m63支护类型锚喷炸药消耗Kg/m19.2工 程 量m35雷管消耗发/m32工 期天35支护材料水泥t/m二班循环数个1锚喷网杆m3/m循环进尺m1.4砂t/m工作制度三、八制工 效米/工第七部分 安全技术措施 一、顶板管理1、井下避难硐室巷道临时支护采用前探梁支护,选用长为4m的11工字钢两根作为前探梁超前临时支护。2、操作顺序:打眼放炮刷顶后架设并调整前探梁前探梁延伸木板进行接顶,并用木楔塞紧前探梁。3、迎头支护必须按规定及时进行,支护质量符合标准,严禁空顶作业。4、每班开工前及爆破后进入工作面作业,班长必须首先检查作业地点顶帮、围岩及支护等情况,首先要进行找顶工作,将松动煤、矸清除掉,确认安全后方可进入作业。5、找顶工作必须要有两名有经验的工人担任,一人找顶,一人观察顶板,观察顶板的人要站在找顶人的侧面,找顶工作应从有支架的地点开始,由外向里,并保证退路畅通,找顶时要防止矸石顺杆而下,找顶地点不准进行其它作业。6、迎头空顶距离或伞檐超过规定、支架损坏、架设不牢、或支护不齐全,不得进行打眼、装药、爆破、装载等工作。7、打眼、装药、装载、锚喷支护等工作必须严格进行敲帮问顶。排除活矸、危石及伞檐,难以处理时,必须进行临时支护。8、炮后必须进行敲帮问顶,架设好前探梁后,方可进入迎头作业。9、锚喷,应先加固临近支护,拆除原有支护后,必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护,必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中,必须有防止矸石、物料滚落和支架歪斜的挡拦、稳固措施。10、锚喷工作中应随时检查顶板和两帮岩层,发现问题及时处理,处理好后再进行锚喷工作。10、锚喷前,应先加固临近支护,拆除原有支护后,必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护,必要时还应采取临时支护措施。在倾斜巷道中,必须有防止矸石、物料滚落和支架歪斜的挡拦、稳固措施。二、打眼与爆破(一)、打眼1、打眼工作必须严格执行操作规程。2、打眼前必须首先检查工作面安全情况,并进行敲帮问顶,工作面危岩、悬煤矸要及时进行处理;难以处理时要进行支护。必须在支护完整的条件下方可打眼。3、打眼前必须检查并妥善处理好拒爆、残爆情况,严禁在残眼内打眼和打眼与装药平行作业。4、打眼前必须对风钻及配套设施进行全面检查,只有达到完好要求方准打眼,打眼过程中检查风钻的零部件、设施出现异常情况,必须停钻处理,不得“带病”运转。5、局扇停止运转、迎头无风或风筒出口距离迎头超过规定;无防尘设施或防尘设备损坏、失效;瓦斯浓度超过规定;迎头煤、矸未清运干净或积水未排除;迎头有突出或透水征兆时,不得打眼,必须汇报处理后方准作业。6、打眼工作必须严格依据中、腰线及炮眼布置图标定眼位,并按爆破说明书规定的炮眼角度、深度进行打眼。7、打眼时必须精力集中,注意观察钻进情况,并随时注意巷道顶帮情况,发现有片帮、冒顶危险时,必须停止打眼进行处理。8、打眼中出现片帮、来压和眼内有压力水、水量突然增大,或有害气体涌出等异常情况,必须停止打眼,钻杆不要拔出,并向有关部门汇报,人员应立即撤到安全地点,听候处理。9、严禁戴手套打眼,并不得用手直接扶、托钻杆或用手掏眼口的煤、岩粉。10、处理瞎炮打眼,在班长或爆破员指导下,不能用竹钎挖出炮泥,插入炮棍导向,在距离瞎炮至少0.3米以上处打与瞎炮平行的眼,从新起爆。11、打眼结束后,应拔下钻杆,风源切断,并把风管、钻杆风煤钻撤至无淋水和支架完好的安全地点。(二)、爆破材料管理 1、爆破材料的领取、运送和保存应有专人负责,并严格遵守爆破材料管理规定,领、耗、退要三对口。 2、爆破材料由爆破工亲自运送,雷管和炸药必须分开装在符合规定的容器内,严禁混装或装入衣袋内,并直接送到工作地点,分别存放在专用的炮药箱内,严禁混装,并加锁,钥匙由爆破工随身携带。严禁中途逗留、乱扔乱放。3、运送爆破材料应错开交接班和人员上、下井时间,携带爆破材料不得放在矿车里下井,必须由班长携带,但炸药和雷管不得一人同时携带,一个带炸药、一人带雷管。 4、炮药箱(在井下的炮药箱必须采取两箱四锁)必须放在顶板完好、支架完整、避开机械电气设备的干燥、安全地点。每次爆破前,都必须将炮药箱放到警戒线以外的安全地点。 5、装配好的引药要整齐摆放在安全地点,并清点数量,掩盖好,不得丢失、随地乱放。 6、作业过程中,发现未爆的雷管、炸药要及时拣出,并必须交给爆破工或班长。不能使用的爆破材料必须及时退库。 7、爆破剩余的爆破材料必须由爆破工退库。(三)、爆破 1、爆破工作必须由专职爆破工担任,爆破工必须有两年以上采掘工龄,经过专门培训、考试合格,并持有相关机关发给的操作证。 2、爆破作业必须严格执行装药前及爆破前后的“一炮三检”制度。 3、爆破工必须严格依据爆破说明书规定的装药量、封泥长度、起爆方式、爆破顺序进行爆破作业。严禁反向起爆、裸露爆破和封泥不足、不实爆破。封泥必须采用粘土炮泥。 4、必须使用矿用防爆(增安)型发爆器起爆,且一组装药必须一次起爆。5、不得使用过期或严重变质的爆破材料。爆破材料的选用必须符合规程中的规定。6、爆破前后,附近20米范围内的巷道必须洒水、降尘。 7、从成束的雷管中抽取单个雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线。应将成束的雷管脚线顺好,拉住前端脚线将管体抽出。抽出的雷管脚线必须扭结短路。 8、装配引药必须在炮药箱附近地点进行,但严禁坐在炮药箱上;装配数量以当时需要为限;装配过程中必须防止雷管受震动、冲击以及折断脚线和损坏脚线绝缘层;雷管必须由药卷的顶部装入,先将药卷顶部揉软,再用木、竹棍在药卷顶部扎略大于管体直径的孔眼,然后将雷管从孔眼全部插入药卷内,并将脚线在药卷上套一个扣,剩余脚线全部缠绕在药卷上,同时将脚线扭结短路;每个引药只准装一发雷管。严禁将雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。 9、装药前,首先必须清除干净炮眼内的煤(岩)粉。装药时,要一手拉脚线,一手拿木、竹质炮棍将药卷轻轻推入,用力要均匀,不得冲撞或捣实,药卷要紧密相接,然后装填封泥,封泥装填顺序:先炮泥后水炮泥再炮泥。装药后,雷管脚线必须扭结短路并悬挂。 10、工作面空顶或伞檐超过规定;支架损坏、不牢、不齐全;爆破地点附近20米内风流中瓦斯浓度达到1%;有未清除的煤、矸、矿车及其他物体阻塞巷道断面1/3以上;煤尘堆积、飞扬;炮眼内发现异状,温度骤高骤低,瓦斯涌出突增,炮眼塌陷、裂缝;有压力水、透老空征兆;供风停止或风量不足时。严禁装药爆破。必须及时汇报、处理,在未妥善处理前,爆破工有权拒绝装药爆破。 11、爆破母线应采用铜芯(两芯)绝缘线,不得破损或有明接头,爆破母线在爆破前后必须扭结短路,并要求随用随挂,应悬挂在无电缆侧。只准采用绝缘母线单回路爆破。 12、严格实行远距离放炮,放炮距离必须超过300米。 13、发爆器钥匙必须由爆破工随身携带,严禁转交他人,非爆破通电时间不得将钥匙插入发爆器内。装药、联线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。装药的炮眼应当班爆破完毕及处理拒爆应当班处理完毕,特殊情况当班不能爆完或不能处理完毕,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。 14、爆破必须做好警戒工作。爆破前,班长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒。警戒地点为副井井底车场大巷到主井皮带机尾躲避洞处和车场大巷的各个通道上,设置栏杆或拉绳等标志,防止人员进入爆破地点。放炮地点设在距迎头直线120m,拐弯90m,爆破前,所有人员都要撤至轨道上山下部车场平巷开口以外的安全地点。 15、爆破工作,爆破工、班长、瓦检工必须在现场严格执行“三人连锁放炮制”。爆破工必须最后离开爆破地点。爆破前,班长必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。 16、爆破后,待工作面的炮烟被吹散,至少等30min后,必须由爆破工、瓦检工、班长首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况,若有危险情况,必须立即处理。 17、通电以后拒爆时,爆破工必须先取下钥匙,摘掉母线并扭结短路,再等一定时间(使用瞬发雷管至少等5分钟),才可沿线路检查。由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。 18、处理拒爆或残爆,必须在班长指导下及时进行,不许中途停止。未处理完毕前,不准从事与处理拒爆无关的工作。处理拒爆采用距离拒爆炮眼0.3米以外处另打与其平行的新炮眼,重新装药起爆。处理后,爆破工必须详细检查、收集未爆的雷管。严禁用镐刨、从炮眼中硬拉雷管和引药等方法处理拒爆。三、装载与运输1、装载工作必须等炮烟排净,经检查瓦斯浓度确定不超限,并检查处理工作地点顶帮及支护情况,确认安全后,方可进行。2、装载前必须洒水降尘,防止粉尘飞扬。装载中发现拒爆要立即停止作业,并按规定处理。3、大块煤、矸装载时,必须采用手镐或大锤破碎,破碎时周围禁止站人,以防掉锤或碎石飞溅伤人。4、装车不得太满,煤、矸不能超过矿车上沿,煤、矸块不能超过矿车两帮。巷道内浮煤(矸)、杂物等应一次清理装载干净。5、装车时,要注意接车地点周围的电缆、风筒、风管、水管等物,以防碰坏。6、平巷推车运输时要遵守以下规定;1)、必须时刻注意前方。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、以及过道岔、弯道、岔巷口、风门时都必须发出警号。2)、推车应匀速前进,严禁放飞车或蹬车滑行。一人只准推一个车,不准推串车或一人一手推车一手拉车。同向推重车,两车间距不得小于10米,若前车停时,必须发出警号通知后车。3)、处理矿车掉道应有专人指挥,先将矿车刹稳,先抬一头上轨,后抬另一头复位,用短轨、撬杠抬车时,必须注意自身及他人安全。四、副斜井运输管理措施1、副斜井轨道的铺设必须符合下列规定:(1)钢轨轨型:使用30Kg/m的钢轨,钢轨磨损锈蚀不超限。(2)临时轨道轨距600mm,误差不大于10mm,不小于5mm,(3)轨道接头平整,间隙不超过10mm,内错差,高低差不大于5mm,水平误差不大于10mm;,连接件齐全,紧固有效;(4)轨枕标准统一,规格为:长宽厚1500mm140mm120mm。轨枕间距中一中1m。(5)扣件齐全,紧固有效,无杂拌道,轨枕无浮离,空吊板现象,浮矸不埋设轨面。(6)严格按中腰线铺设,确保安全间隙符合设计和规定。(7)枕木要垂直于轨道,两侧外露长度要保持一致。2、副斜井必须设置地滚,要求齐全,转动灵活;地滚间距为20m一个,以不磨轨枕为准;变坡点处应增加地滚。3、副斜井轨道定期巡查维护,维护质量符合规定。4、副斜井严格执行斜巷“行车不行人,行人不行车”的安全制度。绞车运行时,警示红灯必须亮,在斜巷中行走的人员看到或听到行车信号后,要立即进入靠近的安全地点躲避,待发出停车信号后,方可上下。5、提升作业时,必须在车皮下方设置牢固的“十”字道木进行阻车。6、副斜井井底车场设置警示红灯,且保证正常使用。7、井底车场应设信号硐室,其规格净高2.0m,半圆拱半径1.0m,底净宽2.0m,长2.0m。8、绞车司机要经过专门培训,且要持证上岗,精心操作,要做到:a、开车前,要认真检查各操作系统是否灵活,声光信号是否清晰。安全制动装置,压车柱子及生根绳是否牢固可靠。b、严禁断电,超速,超负荷不带电,无信号或信号不明开车。c、开车时要集中精力,接到明确的声光信号,确认无误后方可开车,如信号不明,必须重新联系。d、绞车运行不允许急开急停,忽快忽慢,要求平稳匀速。e、绞车运转过程中发现绳松或其它异常情况,应立即停车检查和处理。f、车调道时,严禁司机离开绞车。g、副斜井悬钩作业时,必须在车皮下方设置牢固的“十”字道木进行阻车。9、扒钩工在工作中应做到:a、每次开车前,应详细检查挡车器、钢丝绳、防跑车装置、保险绳及连接装置,如发现问题及时处理,处理不完,不得挂车起钩。b、发出开车信号前,要再检查一遍钢丝绳、保险绳是否挂好,运输路线上是否有障碍物,道岔是否严密等,确认无误后,方可发现开车信号。c、钩头、三环链和销子应使用标准件,不得使用带有明显裂纹的或其它不合格的东西代替。d、运送物料时,开车前把钩工必须检查牵引车数、各车的连接和装载情况。牵引车数超过规定,连接不良或装载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时,严禁发出开车信号。e、矿车运行中,如果发现异常,应立即发送紧急停车信号,矿车掉道后,要用预先规定的信号与司机联系,处理掉道事故,要发送慢速送拉信号。f、所挂车数不得超过规定,其中对挡车器等保安设施要处于常闭状态,放车时才打开,严禁车未松或车刚松就打开下山口挡车器。g、斜井提升时,严禁蹬钩、行人。10、一部绞车必须有两人,实行绞车司机和扒钩工固定岗位责任制,严禁窜岗或混岗。11、副斜井运输要做到:“一坡三挡”,安装和使用挡车器。斜巷上口使用连动保险档和地档及阻车器;斜巷下口变平点向上35m时设置钢丝绳软档,并且保证正常使用。12、防跑车装置及捕车装置必须有检查完好的交接班记录本,仔细认真填写检查完好情况,发现问题及时汇报处理。13、斜井行车时,所有人员全部进入安全地点。14、斜井运输有下列情况之一者,不准开车:a 、矿车没挂保险绳;b、钢丝绳磨损断丝超过规定;c、制动闸制力不够;d、信号不通;e、没有护绳板;f、绞车生根绳,压车柱子不齐全、不可靠;g、上、下山无保险装置及防跑车装置。15、不得在能自动滑行的坡道上停放车辆。确需停放时,必须用可靠的制动器将车稳住。16、斜井巷内使用串车提升时必须遵守下列规定:(1)斜井安设能够将运行中断绳、脱钩的车辆阻止住的跑车防护装置。(2)在井口安设能够控制车辆进入摘挂钩地点的阻车器。(3)在接近变坡点处,安设能够阻止未连挂的车辆滑入斜巷的阻车器。(4)在变坡点下方略大于1列车长度的地点,设置能够防止未连挂的车辆继续往下跑车的挡车栏。上述挡车装置必须经常关闭,放车时方准打开。17、斜井提升钢丝绳必须按规定进行检查,钢丝绳在一个捻距内断丝总面积达到钢丝绳总断面积的10时,或钢丝绳磨损量达到钢丝绳标准直径的10时,必须更换钢丝绳。五、通风、防瓦斯及防尘(一)、通风1、工作面风量必须符合作业规程要求,并应根据实际需要随时测风,进行风量调节,严禁微风、欠风作业。2、工作面回风流的温度不得超过26,否则必须停止作业,采取降温措施进行处理。3、局扇和启动装置安装在进风巷道中。4、局扇必须装有风电闭锁装置,并应装设瓦斯电闭锁装置和采用可选择性漏电保护供电方式。5、局扇必须指定专人负责管理,保证正常运转,其他任何人不得随意停开。6、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒出口到迎头的距离不得超过3米。7、风筒应吊挂平直,拉紧拉稳,逢环必挂;接头严密,不得有破口;并加强日常检查、维护,减少风筒漏风。8、临时停工不得停风,否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标,禁止人员入内。并及时汇报主管部门。因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。9、通风设备、设施必须安全可靠,符合煤矿安全规程规定,并加强管理、检查与维护,确保完好。(二)、防瓦斯1、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%,必须停止打眼,爆破地点20米内风流中瓦斯浓度达到0.8%,严禁装药、爆破。工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。2、工作面风流中、电气设备附近20米内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止工作、切断电源、撤出人员、查明原因、制定措施进行处理。因瓦斯超限被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通电开动。3、掘进巷道体积大于0.5M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%,附近20米必须停止工作、撤出人员、切断电源、采取导风或风筒接岔等方法进行处理。4、局扇因故停止运转,恢复通风前,局扇必须符合开启条件,并且必须检查停风区瓦斯浓度。只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳浓度不超过1.5%时,方可人工启动局扇,恢复通风;停风区内瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%,最高浓度均不超过3%时,必须采取安全措施,控制风流排放瓦斯;最高浓度超过3%时,必须制定安全排放瓦斯措施,报总工程师批准,并严格执行,方可进行排放瓦斯。5、停风停工区内瓦斯浓度或二氧化碳浓度达到3%,不能立即处理,必须在24小时内封闭完毕。6、严格执行瓦斯检查制度。瓦检工必须严格按规定进行巡检,杜绝空班漏检,每次检查结果必须认真填入班报手册和检查记录牌,并通知现场作业人员。瓦斯超限时,瓦检员有权责令现场人员停止工作,并负责撤出人员至安全地点。7、必须按作业规程中要求布置安装瓦斯监控设备,并正确使用,定期调试、校正,加强维护与管理。 (三)、防尘1、坚持执行作业规程中规定的综合防尘措施。2、防尘设施必须完善,水管、支管、阀门到位,并按要求布置安设。3、巷道必须定期洒水冲洗或清扫煤尘,及时清除浮尘。4、各装载点安置喷雾洒水装置,并不断进行洒水喷雾。六、防治水本掘进巷道在副井落脚+1014m水平,上部无采空区。在实际掘进过程中,要按照以下要求进行管理:1、工作面掘进必须坚持有疑必探、先探后掘的原则。2、工作面或其他地点发现有挂红、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、或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时必须停止作业,采取措施,立即报告矿值班人员,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。3、工作面若出现突水预兆或出现可疑水源时,必须确定探水线进行探水,只有经探水确认安全后,方可恢复作业。4、工作面发生透水,现场人员应立即向矿值班人员汇报的同时,尽可能就地取材迅速加固工作面,如打木垛或密集柱,堵住出水点,防止事故继续扩大。如情况紧急,来不及进行加固等工作,现场人员应按避灾路线撤退。矿值班人员接到突水报告后,立即通知所有可能受水害威胁的地点的人员撤离危险区域,同时立即通知上级部门和矿山救护队,并积极组织力量进行抢险救灾。七、机电设备及其他1、供电应装设短路、过负荷、接地保护装置,并必须装设检漏或漏电保护装置。每天必须对检漏装置运行情况进行一次跳闸试验。2、使用煤电钻打眼,必须设有并使用检漏、短路、过负荷、断相、远距离操作、自动停电等综合保护装置。3、电气设备包括电缆,必须按煤矿安全规程

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