东翼集中胶带上山施工作业规程

精品文档精心整理第第页精品文档可编辑的精品文档东翼集中胶带上山施工作业规程目录：1、东翼集中胶带上山施工作业规程2、西翼轨道巷施工作业规程第一章概况第一节概述一、巷道名称东翼集中胶带上山。二、掘进目的及用途掘进本巷道是为了形成矿井东翼主运输系统，满足矿井主运输、行人、通风、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限东翼集中胶带上山设计工程量为659m（平距）。服务年限至矿井结束。第二节编写依据1、《山东省单县煤田陈蛮庄井田勘探报告》；2、《简明建井工程手册》（煤炭工业出版社）；3、东翼集中胶带上山平剖面图；4、东翼集中胶带上山断面图；5、陈蛮庄筹建处地测科提供水文地质资料（实际揭露）；6、《煤矿安全规程》（2010年版）。第二章水文地质情况 概况煤层名称３上煤层水平名称-900m采区名称3100工作面名称东翼胶带大巷东翼轨道大巷地面标高(m)+43.50工作面标高(m)-940～-730地面位置该掘进巷道东南部为谢楼村；地面无公路从该面上方通过。无高压线、低压线、通信线等建筑在该面上方穿过。井下位置及四邻采掘情况该掘进巷道位于井底车场东翼，工业广场煤柱以内，周围尚无采掘工程。巷道长(m)1403倾向长(m)面积(m2)煤层情况煤层总厚(m)3.6-4.25煤层结构煤层倾角(°)15-303.95简单22该设计工作面穿过3上煤层327米，据附近主检孔资料，煤层总厚3.95m。煤层结构简单，煤层倾角煤层顶底板情况顶底板情况岩石名称厚度(m)岩石特性老顶粉砂岩8.69深灰色、灰色，粉砂质结构局部见方解石脉及云母碎屑，缓波状层里，断口平坦壮，块状。直接顶泥岩1.42深灰色，平坦状断口，含植物茎叶化石。伪顶直接底泥岩0.31灰黑色，水平层理，含植物根部化石。老底细砂岩6.17灰绿色，灰色，以石英、长石为主，含少量云母，硅质胶结，裂隙稍发育，充填方解石地质构造情况据物探资料，该段煤岩层主要为单斜构造，煤岩层倾角22°，预计揭露DF50断层，落差0-20m，对该巷道掘进有较大影响，断层走向近东西，倾向南。无陷落柱、古河流冲刷等地质现象。依三维物探资料，断层情况详见下表：构造名称走向(°)倾向(°)倾角(°)性质落差（m）对掘进影响程度DF5070—108160—19870正断层0-20影响大水文地质情况及探放水措施水文地质情况影响该掘进的含水层主要有３上煤层顶、底板砂岩裂隙含水层及三灰岩溶裂隙含水层。1．３上煤层顶、底板砂岩裂隙含水层根据附近主井实际揭露资料，3煤层顶、底板砂岩厚约30m，为灰色、灰白色细粒和中粒砂岩，局部夹粉砂岩或泥岩。有砂岩2～4层，裂隙发育不均一，为开采3煤的直接充水含水层(段)。施工的20个钻孔穿过该砂岩，未见钻孔漏水，CZK9-1号和CZK11-1号钻孔抽水试验表明该含水层(段)富水性弱，资料如下：水位标高:+16.624mq=0.0002L/s.mk=0.000299m/d此含水层段若无特殊情况，则以储存量为主，含水性差。根据勘探报告资料提供Q涌＝14.21m3/h2．三灰据CZK11－1号钻孔、副检孔等钻孔资料，三灰含水层全区发育，层位稳定，岩性致密，属岩溶裂隙含水层，富水性不均一，为弱至中等，厚度0.95～16.70m，平均厚度8.88m，上距３上煤层70.77m，。钻探施工时14个钻孔均穿过，无钻孔漏水，CZK11－1号钻孔对三灰进行抽水试验表明其富水性较弱，资料如下：水位标高:+8.449mq=0.000536L/s.mk=0.004569m/d根据勘探报告资料提供Q三灰＝25.47m3太原组灰岩岩溶裂隙发育具不均一性，表现为浅部富水性大于深部，既使同一层灰岩，在不同部位岩溶裂隙的发育程度也不相同。根据区域资料，三灰若通过断层与奥灰对接，其富水性可增强。三灰水具有水压高、水量小、富水性不均一的特点。计算该面三灰“安全隔水层厚度”为：t=L（-rL）/4Kp=9.2m上式中各参数取值如下：L=5m；r=0.024MN/m3；Kp=1.4MPa；P=9.658MPa经计算，实际隔水层厚度远大于安全隔水层厚度，正常情况下掘进不受三灰水威胁，但掘进过程中受断层等地质构造影响，容易发生突水事故。巷道掘进涌水量预计:Q＝Q3砂+Q三灰=39.68m3预计该面巷道掘进正常涌水量15m3/h，最大涌水量40m二、防治水措施掘进期间及时分析前方地质、水文地质情况，加强顶底板的水情观测，发现有出水征兆要及时处理。特别是掘进遇构造、裂隙发育地段。施工过程中按设计及时施工钻机房，对顶板砂岩含水层、底板三灰含水层及时施工钻孔疏放和观测，并编制措施。巷道掘进期间特别是探放水时，巷道内要求安设排水能力不小于40m3/h及时清挖水沟保证水流畅通。最大涌水量40m正常涌水量15m影响掘进的其它地质情况瓦斯煤(矿)尘煤的自燃地温地压储量预算煤层走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚（m）容重(t/m3)工业储量(t)回采率(%)可采储量(t)问题及建议1．提前50m对DF50断层进行超前探查作业，掌握其导水情况、构造情况，确保工程安全施工。2．该面煤层及构造情况依据物探资料，煤层走向变化大，对断层构造控制程度较差，预计该面掘进实际揭露情况与物探资料会有一定出入。3．现无可靠的地压资料，掘进中要加强巷道支护管理，特别是在构造发育处。4．煤厚依据附近地质钻孔资料，对煤层厚度控制程度差，掘进过程中要做好探煤厚工作。

第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置东翼集中胶带上山自煤仓中心O点开门（开门点坐标X=3852132.000，Y=428515.000，开门点底板标高-822m）。开门后按83°方位角、±0‰坡度导硐施工53.150m至A点，自A点按83°方位角、±0‰坡度、1-1断面施工20.297m至B（J1）点（B点为东翼回风联络巷与东翼集中胶带上山交点，坐标为X=3852140.952，Y=428587.902）。然后自B(J1)点按83°方位角，+3‰坡度、A-A断面施工20m至C(J2)点（C点为东翼集中胶带上山起坡点），自C(J2)按83°方位角，+10°坡度A-A断面，施工20m（平距）至J2点、自J2点按83°方位角，﹢10°坡度1-1断面，施工276.4m（预计平距）至E点过DF50断层（底板标高-775.37m），自E点按83°方位角，沿煤层顶板按2-2断面施工325m（平距）至F点止。附：东翼集中胶带上山平剖面图。第二节支护设计一、巷道断面东翼集中胶带上山分为全岩巷道和全煤巷道，其中1-1断面为全岩巷道（半圆拱），2-2断面为全煤巷道（不规则梯形）。1-1断面，S净=10.8m2，S荒=12.6m2;2-2断面，S净=12m2，S荒=13.5m2。A-A断面，S净=14.65m2，S荒=16.67m2;附：1-1、2-2断面图。二、支护方式1、永久支护①全岩巷道支护（巷道断面为半圆拱）采用锚网索喷作永久支护。锚杆株排距为800mm×800mm，围岩稳定性较差、压力较大时，锚杆株排距缩小至600mm，爆破前锚杆支护距工作面不得大于0.8m、爆破后锚杆支护距工作面不得大于2.6m。围岩破碎、压力大或揭露破碎带较大断层时，编制专项施工安全技术措施。按悬吊理论计算锚杆参数：△锚杆长度计算L=KH+L1+L2式中：L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，m；K—安全系数，一般取K=2；L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，工程类比取0.5m；L2—锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m。其中：H==4.9÷（2×3）=0.82(m)式中：B—巷道开掘宽度，取4.9m；f—岩石坚固性系数，取3。则：L=2×0.82+0.5+0.1=2.24（m）△锚杆株距、排距计算，设计令株排距均为α，则：α=QKHrQKHr式中：α—锚杆株排距，m；Q—锚杆设计锚固力，60KN/根；H—冒落拱高度，取0.82m；γ—被悬吊岩石的重力密度，取27KN/m3；K—安全系数，一般取K=2。a=602×0.82×27602×0.82×27现场实际选取α=800mm＜1164mm，符合要求。托盘为正方形，规格为长×宽=140×140mm，用10mm钢板压制成弧形。锚固剂型号为CK2550型，直径25mm、长度500mm。每根锚杆锚固力不小于6t、预紧力矩为180N·m，锚杆托盘必须压紧金属网，密贴岩面。锚索排距2400mm，每排布置3根（其中A-A断面每排布置5根），第一根布置在巷道拱顶正中（其余锚索布置详见各断面支护示意图）；锚索距离工作面不得大于4.8m；围岩稳定性较差、压力较大时，锚索排距缩小至1600mm。锚索采用直径17.8mm的钢绞线制作，锚索全长6300mm、有效长度6000mm、外露长度100mm～300mm；锚索托盘采用长×宽×厚=300×300×20mm钢板制作，在中间穿一个直径18mm的圆孔；锁具为QVM15-1单孔锁具；每根锚索采用2卷锚固剂固定，锚固长度不小于1400mm。每根锚固力不低于180KN，张拉预紧力为120KN，托盘应密贴岩面。金属网采用直径6mm的冷拔钢筋焊制，规格为长×宽=2000×1000mm，网格为长×宽=100×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点间距200mm。喷射混凝土强度等级为C20，采用标号不低于425#水泥普通硅酸盐水泥、纯净河砂、石子、速凝剂配制。石子直径控制在5～15mm之间并用水冲洗干净，混凝土配合比为水泥：砂：石子=1：2：2。砂为纯净的河砂，含水率为4～6％，含泥量不大于3%。混凝土强度抗拉为1.6Mpa、抗压22Mpa。速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的1.5～3%，喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。采用锚网索喷作永久支护。顶板锚杆株距为700mm、排距为800mm，两帮锚杆株排距均为800mm，上帮5根，下帮4根，顶板布置6根。顶板及两帮加W钢带，钢带垂直于巷道掘进方向布置。围岩稳定性较差、压力较大时，锚杆株排距缩小至600mm，爆破前锚杆支护距工作面不得大于0.8m、爆破后锚杆支护距工作面不得大于2.6m。围岩破碎、压力大或揭露破碎带较大断层时，编制专项施工安全技术措施。锚索排距2400mm，每排布置3根，第一根布置在巷道顶板正中（其余锚索布置详见断面支护示意图）；锚索距离工作面不得大于4.8m；围岩稳定性较差、压力较大时，锚索排距缩小至1600mm。锚索采用直径17.8mm的钢绞线制作，锚索全长6300mm、有效长度6000mm、外露长度100mm～300mm；锚索托盘采用长×宽×厚=300×300×20mm钢板制作，在中间穿一个直径18mm的圆孔；锁具为QVM15-1单孔锁具；每根锚索采用2卷锚固剂固定，锚固长度不小于1400mm。每根锚固力不低于180KN，张拉预紧力为120KN，托盘应密贴岩面。金属网采用直径6mm的冷拔钢筋焊制，规格为长×宽=2000×1000mm，网格为长×宽=100×100mm，网要压茬连接，搭接长度不小于100mm，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点间距200mm。连接方式为Z字形连接。喷射混凝土强度等级为C20【巷道两帮支护顺序为锚网→喷射混凝土（喷厚为150mm）。顶板支护顺序为锚网索+W钢带→喷射混凝土（喷厚为100mm）】。采用标号不低于425#水泥普通硅酸盐水泥、纯净河砂、石子、速凝剂配制。石子直径控制在5～15mm之间并用水冲洗干净，混凝土配合比为水泥：砂：石子=1：2：2。砂为纯净的河砂，含水率为4～6％，含泥量不大于3%。混凝土强度抗拉为1.6Mpa、抗压22Mpa。速凝剂型号为J85型、掺入量一般为水泥重量的1.5～3%，喷拱取上限，喷淋水区时，可酌情加大速凝剂掺入量，速凝剂必须在喷浆机上料口均匀加入。当围岩稳定性较差时，初喷后打设靠山锚杆紧跟迎头，每次爆破前在拱顶打设57根45°仰角锚杆进行超前支护。②全煤巷道：采用前探梁作为临时支护，爆破后前探梁采用3根长度4.3m的11#矿用工字钢或15kg/m的铁路制作，前探梁上方用宽×厚=150×60mm的板梁和小杆、木楔，控制前探部分顶板。前探梁间距不大于1.4m，用金属锚杆和吊环固定。每根前探梁不得少于2个吊环，吊环螺纹拧入长度不少于30mm。固定前探梁吊环可使用巷道支护的锚杆。吊环每移动一次，都要检查其结构有无裂纹、开焊或变形，不合格必须立即更换，临时支护最大控顶距离2.6m。三、工程质量标准锚网喷支护巷道工程质量标准表项目允许偏差(mm)设计数据备注净宽中线至任一帮0～+150巷道净高腰线至顶底板距离0～+150锚杆株、排距±100mm800mm600mm围岩稳定性较差孔深0～+50mm2350mm锚杆规格Φ20×2400（mm）外露长度≤50mm角度≥75°锚固力60KN/根喷射混凝土强度C20抗拉强度1.6MPa抗压强度22MPa150mm立方体试块试验厚度≮10％150mm表面平整度（限值）≤50mm靠尺、塞尺实测1平方米内基础深度≤10％尺量实测第三节支护工艺一、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按中、腰线检查巷道断面规格，不符设计时必须先进行处理；打眼前要先按照由外向里、先顶后帮的顺序检查顶帮，找掉活矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼。打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序依次进行。2、安装锚杆安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后把1块树脂锚固剂送入眼底，随后将锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽，开动锚杆安装机，使锚杆安装机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去锚杆安装机，搅拌旋转大于35秒后，卸下螺帽、挂好网、上好托盘、拧上螺帽，12分钟后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，预紧力矩不小于180N·M，锚杆盘要紧贴岩面。3、锚杆钻机打眼工艺（1）钻眼前准备操作者手持操作臂上的手把，接装进气、进水接头，锚杆机转柄必须处于关闭位置→每次接装进气、进水接头时，都应冲洗管内的砂石异物（包括压气管内的聚留气→操作者应在机子摇臂端的外侧站立→按顶板高度选用合适的初使钻杆→钻孔前，检查马达旋转、水路启闭全部正常，再正式投入作业。（2）钻眼操作方法首先按支护设计要求确定好钻眼位置，将钻机搬到一眼位的正下方→开眼位时，钻杆不可过快，气腿推力要调小一些，当钻进孔眼30mm时，方可逐步加快转速，加大推力，进入正常钻孔作业→钻孔到位后，关闭气腿进气，调小出水量，减慢钻机转速，使钻机靠重力平衡地带着钻杆回落。（3）钻眼结束工作先关水并用水冲洗钻机外表，然后空车运转一下，达到去水防锈的目的→检查钻机有否损伤，螺丝有否松动，并及时处理好→将钻机以竖直方式置于安全场所免受炮崩、机轧、车碾等意外损伤。二、喷射混凝土1、准备工作②清理喷射现场的矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。④喷射前必须用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮拉绳安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。2、喷射混凝土的工艺要求第四章施工工艺第一节施工方法一、喷锚喷施工方法迎头打眼前，首先检查上一班锚网质量，发现失效的锚杆重新补打、破网的重新连接，确认安全后方可施工。迎头爆破后，施工人员必须站在有效支护掩护下，按由外向里、先顶后帮的顺序用长把工具找掉活矸危岩，然后对迎头暴露围岩进行初喷，初喷厚度30mm～50mm，迎头初喷并初凝20分钟后，打迎头耙装吊挂眼，对迎头矸石进行耙装；耙装后没有初喷上的围岩要重新进行初喷。按由外向里、先顶后帮的顺序打设锚杆，并及时进行全断面挂网、连网工作。初喷后及时打注锚杆、挂网，长度达到10m，及时申请矿质量部门进行锚网及初喷隐蔽工程验收，验收合格后及时进行复喷盖网，喷后不露网筋，达到设计总厚度150mm。爆破前初喷至迎头，爆破后初喷距迎头不大于1m。二、开门口施工方法1、施工前首先由地测专业人员标定巷道中腰线，严格按线施工。2、将施工地点附近10m范围内的物料杂物清理干净，确保后退路畅通；然后按由外向里、先顶后帮的顺序找掉开门口附近10m范围内的活矸危岩，同时检查开门口附近10m范围内的顶帮支护；锚网喷段开裂的喷体必须及时找掉；确认安全后方可开门施工。3、开门口5m巷道施工时，必须加强顶板管理，锚杆株排距缩小至600mm。第二节凿岩方式本规程所施工的巷道均采用打眼爆破的方法破岩。1、打眼机具：YT-28型风钻。2、降尘方法：湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。3、巷道采用光面爆破，根据围岩硬度周边眼距定为300～350，抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，在软岩中取0.6～0.8为宜。周边眼全部预留光爆层，光爆层厚度40～50mm，残眼率达到70%以上。第三节爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。1、炸药、雷管：使用矿用安全炸药、毫秒延期电雷管。2、装药结构：反向装药结构。3、起爆方式：使用MFd-200型发爆器全断面一次起爆，连线方式：串联。装药结构示意图,眼号炮眼名称眼深m眼距m抵抗线m眼数装药量角度爆破顺序封泥长度m联线方式装药结构每孔装药量Kg总装重量Kg水平垂直左度右度仰度俯度1～4掏槽眼2.00.550.541.5610.5串联反向5～1023～35辅助眼1.80.60.51911920.536～61周边眼1.80.30.4260.256.540.511～22底眼1.80.40.5120.5630.5合计6137.5眼号炮眼名称眼深m眼距m抵抗线m眼数装药量角度爆破顺序封泥长度m联线方式装药结构每孔装药量Kg总装重量Kg水平垂直左度右度仰度俯度1～4掏槽眼20.50.541.5610.5串联反向5～1227～51辅助眼1.80.60.53313320.552～82周边眼1.80.300.4310.257.7540.513～26底眼1.80.60.5140.57.030.5合计8253.75第四节装、运岩（煤）方式一、装岩（煤）方式 巷道掘进施工中，采用P-60B型耙斗式耙装机装岩（煤）。耙装机尾轮的固定位置应高出岩堆800～1000mm以上，尾轮用钩挂在固定楔上，固定楔长度为600～800mm，固定楔的孔深度不小于800mm，眼距不小于1m。耙装机在上山固定时，除用四个卡轨器固定牢固外，必须在机身前方两侧各安设一根锚固绳（钢丝绳直径不小于15.5mm），锚固绳绳头插接不少于2.5个捻距，锚固绳要用插入两帮底脚的两根铁路镢子（长度不小于800mm，插入实体深度大于500mm）固定牢固。机身后方支设两棵顶牢两帮底脚的斜撑柱，以防机身在耙装时下滑，同时两棵斜撑柱子下端分别用一根插入实体深度不小于300mm的铁路镢子挡牢。耙装机机身上方装岩槽上两侧应正常安设封闭式挡绳栏杆，挡绳栏杆采用伸缩封闭式，伸出时接触顶板然后用U形卡子固定，上沿与顶板相齐且要固定，挡绳栏杆应用直径不小于20mm的钢筋焊制，网络间隙不超过200mm，挡绳栏杆高度为500mm，长出操作位置不小于300mm。耙装机距迎头最小距离为6m，最大距离为20m。上山应按下述方法移耙装机：首先按要求将地梁及回头轮在选好的位置固定好后，再在耙装机上挂好滑头及保安绳，然后启动绞车，拉紧耙装机；此时应认真检查绞车滑头、回头轮及地梁的可靠情况，确认安全后拆掉耙装机上的卡轨器、趄柱和锚固绳。向上拉耙装机时，速度要缓慢均匀。启动绞车前，必须提前将信号器移到回头轮上方，所有人员均要躲到回头轮上方或躲避峒内，耙装机下方或机身两侧严禁有人，耙装机拉到预定位置后，要及时上好卡路器、趄柱子及锚固绳。经检查确认安全后再摘下滑头、正常施工。地梁要采用2根长度3m的11#矿用工字钢制作：①两端探入实体煤岩不小于300mm，搭接长度不小于1.5m，两根钢梁中间搭接处用4个Φ20mm钢筋制作的U型卡子配合压板固定；②每根钢梁分别采用2根长度不小于800mm、锚入底板不小于500mm的带钩铁路镢子挡牢在钢梁下方。回头轮直径不小于300mm，回头轮与地梁的连接要采用直径不小于12.5mm的钢丝绳双绳套和卡子连接，卡子要紧固有效。回头轮两侧必须各设一对带钩的铁路镢子加固，其打入巷道底板实体深度不得小于500mm，与回头轮中心的水平距离为0.4m-0.5m。二、运输方式上山运输采用小绞车倒拉牛提升。

第五节管线及铁路敷设巷道掘进过程中，所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按各断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用一寸铁管，要随工作面及时延长，以备迎头正常用水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不得超过10m。迎头掘进临时铁路的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规定，轨距误差不大于10mm、不小于5mm；轨道间隙不超过10mm；轨枕间距800mm。铁路构件齐全、紧固有效，轨道距迎头为6～25m。第六节设备及工具配备设备工具配备表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注1耙装机P-60B45KW台12喷浆机转6台13风动凿岩机YT-28台5一台备用4风镐G10台25锚杆机MQT-130/2.8P台26气动锚杆安装机MG60台27锚索张紧器MQ18-180/55台18蓄电池电机车5t台19小绞车JD-440KW台2第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织巷道采用"三八"制（一天三班，每班八小时）组织生产，每班1个循环，循环进尺1m。附：锚网喷劳动组织图表，复喷锚网喷劳动组织图表

锚网喷劳动组织图表工种在册人数出勤人数延续时间（小时）ⅠⅡⅢ计12345678打眼工103339装爆破工41113药初打耙耙装司机41113交打设装电车司机41113循连通找锚质量推车工72226接环杆维修工31113炮线风顶验收轨道维修工31113班眼挂运拌料工2兼2兼2兼2兼6兼上料工2兼2兼2兼2兼6兼喷浆司机2兼2兼2兼2兼6兼爆喷网输小绞车司机2兼2兼2兼2兼6兼班长41113破合计3911111151复喷锚网喷劳动组织图表工种在册人数出勤人数延续时间（小时）ⅠⅡⅢ计12345678打眼工103339电车司机41113拌打复推车工41113交设维修工41113通锚质量轨道维修工72226接杆拌料工31113风验收上料工31113班挂拌料工2兼2兼2兼2兼6兼料喷浆司机2兼2兼2兼2兼6兼网喷小绞车司机2兼2兼2兼2兼6兼班长41113合计3910101051第二节循环作业附：正规循环作业图表。正规循环作业图表工序编号工序名称工序所需时间（分）89101112131415工序名称时间（分）班次1617181920212223工序名称时间（分）班次241234567掘进班交接班15打循环炮眼90装药、联线、爆破60通风15找顶15初喷90打设锚杆、90耙装90运输90质量验收15全班通风480第三节主要技术经济指标技术经济指标表序号项目单位指标备注1循环在册人数人362循环出勤人数人303出勤率%834循环进尺m15效率m／工0.056月循环次数个607月进尺m608循环率%859炸药消耗公斤/m15.5310雷管消耗个/m41.311锚杆消耗根/m16.2512树脂锚固剂卷/m32.513冷拔钢丝网块/m5.814水泥m3/m0.3715石子m3/m0.7416砂m3/m0.74第六章生产系统第一节通风系统1、按照瓦斯涌出量计算Q掘=100×q掘×K掘通式中：Q掘——掘进工作面需要风量，m3/minq掘——掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，取0.007m3/minK掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数，一般K掘通取1.1—1.5。100——掘进巷道风流中瓦斯浓度不超过１％所换算的常数。Q掘=100×q掘×K掘通=100×0.07m3/min×1.2=8.4m3/min2、按同时工作的最多人数和炸药量计算需要风量。①按人数计算每人供风量不低于4m3/min，则：Q掘≥4N（m3/人·min）式中：Q掘———掘进工作面最低需要风量，m3/min；N—因考虑交接班同时工作的最多人数，取14人。4N=4×14=56(m3/min)②按每循环炸药量计算每千克炸药供风≮10m3/minQ掘≥10A式中：Q掘—掘进工作面最低需要风量，m3/min；A—一次爆破炸药最大用量，Kg，取Kg10A=10×30=300（m3/min）3、按风速进行验算①岩巷最低风量Q岩掘≥9S掘m3/min式中：S掘—掘进工作面断面积，取12.6m2Q岩掘≥9S掘9S掘=9×12.6=113.4(m3/min)②岩巷最高风量Q岩掘≤240S掘240S掘=240×12.6=3024(m3/min)通过以上计算：满足掘进工作面最低需要风量为300m3/min2、掘进工作面局部通风机选型：以掘进工作面风量Q掘和巷道设计最大供风距离计算局部通风机需要的风量。Q吸1＝Q掘/（1-Ｐ百）m式中:Q吸1——局部通风机需要的吸风量，m3/min；Q掘————掘进工作面最低需要风量，m3/min；m--独头通风百米长度指数（即通风长度为100，200，300～500米时，m=1，2，3，4，5），因最大通风长度为600米（届时轨道大巷与胶带大巷间将施工联络巷），所以取6；P百--风筒百米漏风率，因最大通风长度为600米，所以查表取0.03；柔性风筒百米漏风率通风距离(m)＜200200～500500～10001000～2000＞2000百米漏风率(%)＜15＜10＜3＜2＜1.5所以Q吸1＝Q掘/（1-Ｐ百）2=582.5/（1-0.03）2=619.088（m3/min）根据以上计算，选用2×18.5Kw的对旋式FBD5/2×18.5型局部通风机，局部通风机的最大吸风量Q吸2=450m3/min≥300m3/min，能够满足设计要求。当通风系统发生改变时，及时补充通风措施。3、掘进工作面全风压风量计算：按照《煤矿安全规程》规定：局部通风机安装地点到回风口间，巷道的最低风速不得低于0.15m/s，最后确定全风压供给掘进工作面的风量。计算公式为：Q掘全=Q吸2+9S式中：Q掘全——全风压供给掘进工作面的风量，m3/min；Q吸2选定局部通风机的最大吸风量，取450m3/minS—局部通风机安装地点的巷道断面，局部通风机暂安装在地面距离主井井口40m处，S=12.6m2（S为西翼轨道大巷断面）;所以Q掘全=Q吸2+9S=450+9×12.6=564.4（m3/min）通过以上计算及验算，选择2×18.5Kw的对旋式FBD5/2×18.5型局部通风机配合直径1000mm的风筒，即可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定二、局部通风机安装地点和通风系统局部通风机暂安装在地面，当通风系统发生变化时，局部通风机安装在风井井底临时车场巷道新鲜风流中，并编写补充措施。第二节压风系统迎头。第三节防尘系统防尘水源来自地面。供水管路经主井井筒、仓顶通道、主井临时车场分别用和1寸胶管接至迎头，每百米设三通一个。防尘系统：┌侧式供水钎子├爆破喷雾├巷道内水幕风井临时井底车场├耙装洒水├装水炮泥水针├除尘风机└冲刷岩帮水管第四节防灭火该掘进工作面掘进过程中，采用风钻凿岩，防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。工作面后设沙箱可直接灭火。控制风流、调节风门控制火势蔓延。防火水源来自主井井底水窝。第五节安全监测系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用1、项目经理、技术员下井时，必须携带便携式甲烷仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必须进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作，并做好记录，上井后由发放人填制“一炮三检”报表。3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，当报警时，停止工作，进行处理。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度，仪器报警时不得通电或检修。二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用断电浓度为1.5%CH4，复电浓度为1.0%CH4。断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。2、甲烷传感器应安设在巷道的上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm。第六节供电系统该队生产电源来自主井井底临时KSGZY型移动变电站，电压供电等级660V，风机采用压入式从地面往井下供风，采用双风机和双电源进行自动转换，双电源来自地面一趟低压变-1000／6和自地面一趟低压变KBSG-200／6型干式变压器，电压供电380V。供电系统：地面10KV变电所→主井井筒→主井临时井底车场→迎头各用电设备。附：供电系统图。第七节排水系统2台DC50—80×12，50m3/h迎头积水经风泵→潜水泵—————————————→地面。Φ159×8第八节运输系统1、排矸工作面→风井井底临时车场→风井井筒→地面翻矸台。2、运料风井井筒→风井井底临时车场工作面。附：运输系统示意图。第九节通讯系统本掘进工作面可通过主井井底临时车场电话，与井上信号室联系。第七章灾害预防及避灾路线一、灾害预防㈠防治瓦斯措施1、严格执行瓦斯检查制度，瓦斯检查员每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时了解工作面有害气体情况；爆破工要做到“一炮三检”并记录好，班组长利用便携式甲烷报警仪检查瓦斯浓度，坚决做到瓦斯超限不作业。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止使用电钻；爆破地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0％时，严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理；电动机或开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。掘进工作面内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0％时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。3、严格执行炮眼布置，装药量、炮眼装填的规定。4、对发生高冒地点，要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚，并将处理结果记入专用记录本中备查。㈡防治自燃发火的措施1、凡发生高冒超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。2、健全完善防火管路（与防尘共用），管好本工作面防火管路、装备及设施。3、完善检测措施，做到一氧化碳不超限。二、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害情况时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉避灾路线：工作面→风井井底临时车场→风井上井。附：避灾路线示意图。第八章安全技术措施和灾害预防第一节施工准备1、施工前由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准作业规程。传达后进行考试、签字，成绩合格后方可下井作业。不合格的人员必须补考，补考合格后再下井作业。传达当日轮休或请假的人员上岗前必须进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在《掘进作业规程》学习考试记录表上。2、施工前地测专业人员必须提前标定好巷道中腰线，施工单位严格按线施工。3、施工前必须对检查加固施工地点以外10m范围内的巷道支护，并将各种管路、电缆落地，用旧皮带、板梁等废料掩护好。4、开门前必须按设计要求安设局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。第二节“一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必须有兼职人员留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其他人员不得随意停开。2、风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，无脱节、无破口，矿车和支架不得磨擦挤压风筒，风筒口距迎头不大于10m，以保证迎头有足够的风量。漏风率不得超过3％。3、管理好本线路上的调节风门、风窗等设施，不准随意同时打开风门和挪动风窗位置，并保护瓦斯牌板。4、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须将人员撤到有新鲜风流的安全地点，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5％时，方可人工开启局部通风机。5、局部通风机必须使用风电闭锁、使用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。6、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0％和最高二氧化碳浓度不超过1.5％时，且符合《煤矿安全规程》129条开启局部通风机条件时方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。二、防尘管理1、湿式钻眼，打眼工佩带防尘口罩。2、距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地由盛放水炮泥的箱子，箱子内有不少于定一次药所用已灌好水的水炮泥。装药必须使用水炮泥。3、耙装机卸料槽正中位置安设水幕，实现耙装喷雾。耙装前对煤、岩堆洒水。4、距工作面6～20m安设风动爆破喷雾，爆破工在连线后向外敷设母线开启喷雾，爆破结束后进入迎头关闭喷雾。5、掘进工作面的回风口混合风流处10m范围内安设一道能封闭全断面的常开净化水幕，并及时挖临时水沟排出积水。6、巷道经常清尘，无粉尘积聚现象。7、防尘管路必须接至迎头，每100m设置三通一个，以便及时降尘。三、防火管理巷道掘进过程中采用风钻凿岩，防火重点是防设备、缆线和人为火灾。1、电器设备着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾，利用水管灭火。3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。第三节顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m范围内的支护，在爆破前必须检查加固。2、施工前或爆破后应先检查迎头支护是否完好合格、顶板是否完整，若有不安全隐患，施工人员应在组长带领下处理并确认安全后，方可正常开工。3、掘进中，施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度，特别是在打眼装药、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。准备10架与迎头净断面相符的金属支架，放置迎头100m外备用。4、找顶工作必须遵守下列规定：①找顶工作应有2名有经验的人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶的侧后面，并保证退路畅通。②找顶应从有完好支护的地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其他人员进入。③找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，保证安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下。不得硬刨强挖。5、每次开门施工前，应先检查加固好开门口附近10m内的支护，摘下巷道中吊挂的电缆风水管路，并遮掩好。6、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必须由爆破工、瓦斯检查工和班组长首先巡视爆破地点，处理完毕后方可进入迎头检查通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检查顶板、锚杆等情况、紧好锚杆后方可在有效支护掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。7、锚杆的安装工作不得中断，一锚到底，若锚杆在眼中受阻，则此眼报废，重新打眼锚固，安装托盘应从水泥浆柱在眼底有足够的强度时，方可套上托盘，拧紧螺母，给锚杆体施加一定的预紧力。8、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托盘紧贴巷壁。9、每班安装的锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格的锚杆必须由验收员记录于原始记录本中，存好备查，凡是锚固力达不到15t/根的锚杆应当班补打，重新安装。10、顶板锚杆在做拉力试验时，必须遵守下列规定：（1）紧固被测锚杆周围相邻锚杆；（2）在被拉锚杆周围打设2～3棵点柱顶牢顶板；（3）做拉力试验时被测锚杆周围不得有人，操作者距被测锚杆不得小于3m；（4）不合格的锚杆必须补打并再做一根，连续两根不合格须向有关部门汇报，查明原因，再做处理。（5）做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。10、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度30～50mm。11、安装锚杆只能使用电煤钻或风煤钻进行安注，严禁直接采用砸投的方法将锚杆砸入锚固剂内。12、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。14、遇断层或破碎带时施工方法：施工过程中如遇大断层或严重破碎带时，要首先立即停止掘进工作面前方作业，首先检查断层或破碎带以外10m范围内的巷道原支护，失效的锚杆重新补打、破网的重新连接；然后在靠近断层面或破碎带以外最后5排锚杆之间按800mm株距补打一排锚杆；再在靠近断层面或破碎带以外最后3排锚杆之间按1.6m株距各补打一排锚索、每排3根，第一根布置在巷道拱顶正中位置。向前掘进时：循环进尺缩小为0.8m，锚杆株排距缩小至600mm，锚索株排距均为1.6m。爆破前锚杆支护距工作面不大于0.8m、爆破后不得大于1.6m；爆破前锚索距工作面不大于1.6m、爆破后不得大于2.4m。当施工至断层对盘且顶板完整后，方可恢复原支护参数。第四节爆破管理1、掘进工作面所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆炸材料性能及煤矿安全规程的有关规定。3、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”（一响撤人、二响爆破、三响解除）、“三保险”制度（拉线、设置警标、吹哨）和“三人连锁”制度。4、不得使用过期或变质的爆炸材料，不能使用的爆炸材料必须交回火药库。5、爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，煤矿许用炸药安全等级不得低于二级，煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段延期时间不得超过130ms。6、爆破作业必须使用毫秒爆破，掘进工作面应全断面一次起爆。严禁使用2台发爆器同时进行爆破。7、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电器设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。10、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。11、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破，严禁放糊炮，严禁非发爆器起爆。12、爆破前加强对固定机械设备和电缆的保护，并将流动设备移出工作面。爆破前班组长亲自布置在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。13、爆破母线和连接线应符合下列要求：①爆破母线必须保证其有良好的绝缘，爆破母线严禁有破皮，爆破母线接头不得超过1个且必须用绝缘胶布封缠严密。②爆破母线和电雷管脚线，脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。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。④爆破母线与电缆、信号线应分别悬挂在巷道两侧。如必须挂在同一侧，爆破母线必须悬挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。⑤只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当做回路。⑥爆破前，爆破母线必须扭结成短路。14、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型（矿用增安型）。15、井下爆破必须使用发爆器。每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。（引爆前，把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上，如测量灯亮说明各雷管脚线联结良好；否则会出现哑炮，首先取下爆破母线并扭结成短路，然后由外向里检查线路排除故障，测量合格后再起爆。）严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通，发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。16、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离直线不小于100m并有掩体，曲线75m。18、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。但爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5秒钟方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。20、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等至少15分钟，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。21、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。处理拒爆时必须遵守下列规定：①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。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。无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。④处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸药的煤、矸、收集未爆的电雷管。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。22、爆破后，担任警戒的人员接不到或听不清撤岗信号，不准私自撤岗。23、严格执行火药领退制度，领退要有记录、签字，做到用多少领多少，剩余部分必须交回火药库，严禁乱仍乱放。由爆炸材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时应遵守下列规定：①电雷管必须由爆破工亲自运送，炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其它人员运送。②爆炸材料必须装在耐压和抗撞冲、防震、防静电的非金属容器内。电雷管和炸药严禁装在同一容器内、严禁将爆炸材料装在衣袋内。领到爆炸材料后应直接送到工作地点，严禁途中逗留。24、每次装药前班组长应指定专人到通往爆破地点的安全通道站岗，站岗距离直线100m并有掩体，曲线75m。爆破结束吹净放哨后方可撤岗。第五节防治水管理1、巷道水沟整齐合格，将迎头积水排出。2、迎头发现有挂红、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，立即报告调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。3、巷道掘进过程中，应加强水情观测，若水情及地质条件异常，及时汇报项目部值班经理、监理公司和筹建处，以便采取措施处理。4、第六节机电管理1、井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。检修或搬迁前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于1.0%时，再用与电源电压相适应的验电笔检查；检验无电后，方可进行导体对地放电。控制设备内部按有放电装置的，不受此限。所有开关的闭锁装置必须能可靠地防止擅自送电，防止擅自开盖操作，开关把手在切断电源时必须闭锁，并悬挂“有人工作，不准送电”字样的警示牌，只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。2、操作井下电气设备应遵守下列规定：①非专职人员不得擅自操作电气设备。②手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。3、容易碰到的、裸露的带电体及机械外露的转动和传动部分必须加装护罩或遮栏等防护设施。4、电气设备不应超过额定值运行，防爆电气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；检查合格并签发合格证后，方准入井。5、掘进工作面配电点的位置和空间必须能满足设备检修和巷道运输、矿车通过及其他设备安装的要求，并用不燃性材料支护。6、井下电缆的选用应遵守下列规定：①电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许水平差相适应。②电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。③电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。7、敷设电缆（与手持式或移动式设备连接的电缆除外）应遵守下列规定：①电缆吊挂必须用电缆钩。②巷道中悬挂的电缆应有适当的弛度，并能在意外受力时自由坠落。其悬挂高度应保证电缆在矿车掉道时不受撞击，在电缆坠落时不落在轨道或输输送机上。③电缆钩的悬挂间距不得超过3m。8、电缆不应悬挂在风管或水管上，不得遭受淋水。电缆上严禁悬挂任何物件。电缆与压风管、供水管在巷道同一侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上的距离。10、井下防爆电气设备的运行、维护和修理，必须符合防爆性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备，必须立即处理或更换，严禁继续使用。11、井下过流保护的整定值必须与计算值一致，灵敏度不合格的推广使用相敏保护，各类过流保护要按规定进行电气试验，下井前必须进行通流试验。12、严禁甩掉停用井下各种电气保护。非专业人员严禁操作检漏继电器，各硐室内的检漏继电器必须加锁，使用中的检漏继电器要按规定进行电容电流的补偿调整，严格执行日检和远方试验制度。14、使用中的各种电缆必须按规程要求吊挂，严禁用铁丝吊挂。经过维修的电缆必须进行浸水试验，耐压合格后方可下井。18、同一部件的紧固件（包括平垫、弹簧垫）规格应一致。19、螺母拧紧后，螺栓螺纹应露出螺母1～3个螺距，不得在螺母下面加多余的垫圈或螺母来减少螺栓的伸出长度。20、电气设备的隔爆外壳应清洁、完整无损并有清晰的防爆标志。有下列情况者为失爆：①外壳有裂纹、开焊、变形长度超过50mm，同时凹凸深度超过5mm。②使用未经部指定的检验单位发证的工厂生产的防爆部件（指受压传爆关键件）。③防爆壳内外有锈皮脱落。④闭锁装置不全、变形损坏起不到机械闭锁作用。⑤隔爆室（腔）的观察窗（孔）的透明板松动、破裂或使用普通玻璃。⑥防爆电机接线盒缺内隔爆绝缘座。⑦改变隔爆外壳原设计安装形状，造成电气间隙或爬电距离不符合规定。21、电缆引入装置接线嘴应完整齐全紧固，密封良好。22、迎头电气设备要加强管理和维修，爆破时要撤出20m以外，电煤钻用完后要放在干燥的地点，并要盘好电缆。23、电气设备必须使用综合保护开关，风电闭锁等安全保护装置，自动停电时，待查明原因，确认无误后，再人工送电。24、各低压操作信号打点器都必须使用防爆按钮，严禁明电操作。25、各机械设备必须定期按时进行注油检查维修，以保证设备良好运行。26、电气设备与铁路之间的安全间隙不得小于0.7m。27、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配电。不得使用明火明电照明。28、井下所有电器设备必须标有“MA”标志。第七节运输管理一、通用部分1、各类司机必须由经过培训考试合格并持合格证上岗的专职或兼职人员担任，耙装机司机及小绞车司机必须严格正规操作，要在无曲绳的情况下，启动耙装机或小绞车。2、主要和辅助上、下山的托绳轮(地滑子)间距分别不大于10m和20m，承载点要增设托绳轮。托绳轮直径不小于150mm，宽度不小于250mm，安装要齐全灵活有效。甩车场要安设站滑轮；巷道坡度变化大时，要设顶滑子。3、上、下山整修巷道、信号、通讯、轨道时，必须由施工单位负责人签发施工单，经调度室批准并通知有关部门后方可施工。4、斜巷上部平车场严禁有负坡，两头忙运输上部必须有与拉车数长度相适应的平车场，导向轮（或对轮）要在车场中部，距最近轨道0.5m(对轮为0.3m)外的巷帮一侧，采用打砼基础或打立柱的方法（对轮必须采用打砼基础）固定牢固，立柱要向绞车方向迎山有力(对轮要与巷道底板垂直)，车场两端还必须安设挡车棍和卧闸。5、上山吊钩装卸车时，必须遵守下列规定：①绞车司机必须精力集中，按信号开车，听不清信号不准开车，停车时闭锁闸把，必须置于闭锁位置，司机双手不能离开闸把。②清理浮煤浮矸等杂物或起底落路时，矿车必须用趄柱顶牢且下方严禁有人。③上提或下松车辆时，必须有可靠的信号联系，不得用口令传递信号，待人员全部躲到附近安全地点后，方可发出开车信号。6、巷道掘进期间兼做人行道时，必须每隔40m施工一个躲避硐，并设红灯，设有躲避硐的一侧要有畅通的人行道，行车时红灯亮，行人立即进入躲避硐，红灯熄灭后方可行走。7、卧闸操作手把底座前后要加限位装置，后拉不得超过垂直位置，前倾与底板的夹角不得小于30～40°。8、安全设施每班由把钩工检查一次，把钩工挂好车后要先检查连接装置、防脱装置等是否可靠，无问题后进入信号躲避硐内打点行车。9、运输“四超”物件时必须按以下措施执行：①运送时必须有专人护送，发现问题及时发出信号停车处理，确认安全后方可继续行车。人员要跟在车的后面并不得小于3m的距离，严禁人员跟在车辆两侧护送。②所有施工人员必须听从施工负责人指挥，在施工期间必须集中精力，正规操作，按章作业，严禁违章蛮干；杜绝在工作过程中说笑打闹，以确保人身安全。③在装运“四超”物件时，施工人员要互相叫应好，以免挤砸伤人。④“四超”物件装车前后比重要合适，封车要牢固，不能有丝毫松动，以确保运送过程中不出现意外。⑤运送前，先要看好运输线路及现场情况，发现巷道支护不良或有危及人身安全的问题及时报知领导和有关单位进行处理，严禁冒险作业。10、在东翼集中胶带上山底车场起坡点以上10-15m处安设第一组吊梁，以上每道吊梁间隔距离90-100m。11、吊梁采用11号矿工字钢制作，其长度为巷道高度的1.3-1.4倍，吊梁与橛子横销的连接槽孔要加工成长300m，宽50mm的滑槽。吊梁前端的要用长度不小于15m、不大于20m、直径不小于6mm、中间无接头的细钢丝绳与吊梁脱钩挂钩相联接。吊梁要安装在巷道中轨道的中心线上。12.掘进施工中需接力运输时，每隔100m左右需施工一接力车场及相关绞车窝。躲避硐和车场。①接力绞车上方5-10m内支设两颗直径不小于250㎜的圆木或矿11#工字钢作护身柱，柱子支设牢固可靠，下端打入实体煤岩不小于100㎜，上端与顶板垂直打牢，与最近轨道内缘间距不小于0.5m；②下方小绞车以上10m，安设一道常闭式挡车门，只有矿车通过时方可打开。挡车门两侧立柱为11#矿工钢或直径不小于250㎜的圆木制作，下端要打入实体煤岩不小于100㎜，上端与顶垂直打牢，严禁重楔重重帽，要迎山有力。横梁必须采用不小于11#矿工钢，距轨面垂直高度为0.4-0.5m；③接力车场岔尖以下1-1.5m处必须安设一常闭式挡车棍，只有矿车通过时方可取下，防止轨道下山运行车辆误入车场。二、耙装机使用管理规定1.扒装机的迎头导向轮必须固定牢固可靠。导绳轮无破损、转动灵活，固定可靠，不晃动。有防止钢丝绳出槽的可靠装置。2.扒装机作业时必须有照明。3.钢丝绳与耙斗必须固定牢靠，工作中不磨导料槽，导料槽升降灵活，侧板及连接销齐全，导料槽无严重变形、磨损漏矸。4.扒装机必须安装在顶板岩石好、支架牢固完整、能够满足装岩高度的位置上。耙斗以上高度不小于200mm。5.扒装机操作侧的安全间隙不小于700mm。另一侧安全间隙不小于400mm。6.扒装机司机每班开机前，必须全面检查机械和电气系统，并进行l~2次空载运行，发现故障及时排除，严禁设备带病运转。7.扒装机专用工件：固定楔、导向轮、操纵手柄应由司机负责保管，操纵按钮要挂在附近，不得随地乱放。8.开机时司机应先发出信号，严禁在耙斗运行范围内进行其他工作和行人。装岩（煤）前，必须将机身和尾轮固定牢靠。倾斜井巷使用扒装机时必须有防止机身下滑的措施。9、当耙斗出绳方向与扒装机的中心线方向夹角超过15°时，司机应在出绳对侧操作。10.司机操作时应避免两个操作手柄同时拉紧。11.严禁用手或工具碰撞运行中的钢丝绳。13.扒装过程中如遇耙斗受阻或负载太大时，不应使耙斗强行牵引，应将耙斗稍微后退减载后再前进。14.工作时，绞车滚筒上钢丝绳的余量至少不得少于3圈，钢丝绳长度一般主绳为20m，尾绳为40m，使用钢丝绳在一个捻距之内，断丝面积与钢丝绳总面积之比不大于25％，不得有断股，接头插接长度不小于2.5个捻距，主绳、尾绳不得有接头。绳与耙斗连接不准打结，固定牢靠。15.工作过程中，如有人必须从扒装机人行道侧通过时，应通知司机停机断电才准进入，待进入的人撤出后再开机。16.扒装机在90°弯巷中使用时，必须清理好机道，主绳和辅绳都要设导向轮，制订专门措施，并有专人在安全处指挥和信号联系。扒装机扒取岩石、煤至转弯处时，要移动导向轮位置，把转弯处岩石扒至矿车内。17.扒装机作业开始前，甲烷断电仪的传感器，必须悬挂在耙斗作业段的上方。18.扒装完毕，应将两个操纵手柄放在松闸位置，然后卸下手柄，并置于工作台上，以防放炮时损坏，开关停电且闭锁。19.制动闸灵活可靠，闸带无断裂，磨损余厚不少于3mm。20.扒装机操作电缆、照明电缆、电机负荷电缆要用专用套管保护，以免放炮或操作过程中损伤电缆。21.使用扒装机施工的上山，采用倒拉提升方式，严禁有余绳时松车。22.所有使用的扒装机零部件要齐全完整，不准将溜槽及其它部件拆除后，当作其它扒装机使用。23.扒装机开关距扒装机距离不得超过10m，扒装机暂时停用时，开关必须停电。24.迎头瓦斯浓度超过0.5%时，不准使用扒装机。25.交接班时必须将上一班设备运转情况、出现的问题交代清楚，以便下一班注意。三、小绞车上山提升管理规定1.上山掘进小绞车倒拉提升时，绞车的上方5-10m内要打两棵直径不小于200mm的圆木或11号矿工字钢做护身点柱，柱子下端要打入实体煤岩不小于100mm，上端与顶板垂直打牢，与最近轨道内沿间距0.3-0.5m（1.5t矿车运输时为0.5-0.7m）。2.40kw绞车安装必须牢固，地脚、基础和锚杆、螺丝必须设有与之配套合格的防松垫圈和双螺帽拧紧背实，螺纹外露2个丝距以上，底座孔要正规钻孔并与螺杆直径相配合。绞车必须采用打砼基础的方法固定，固定锚杆长度不小于1.5m，锚杆直径不小于24mm。另必须在绞车前后两侧各压设一根11#矿工钢制作的压梁，每根压梁两端各打设一根直径24mm的锚杆、同基础锚杆一并浇筑混凝土，确保安全。绞车安装完成，要组织建设、监理和施工单位验收和做拉力试验，并填写验收和试验记录。第八节其它1、巷道内无杂物，无淤泥、无积水（淤泥、积水长度不超过5m，深度不超过0.1m）。浮矸（煤）不超过轨枕上平面。材料工具悬挂整齐。2、作业场所悬挂施工断面图，并标明风筒、管线吊挂位置，炮眼布置图及爆破说明表和避灾路线图。3、使用风动锚杆钻机时必须遵守以下规定：（1）钻孔前，必须确保顶板与两帮围岩稳定，进行安全作业。（2）禁止机子平置于地面。（3）钻孔时，不准用带手套的手去试握钻杆。（4）开眼位时，应扶稳钻机，进行开眼作业。（5）钻孔时，不要一味加大气腿推力，以免降低钻孔速度，造成卡钻、断钎、崩裂刀刃等事故。（6）机子回落时，手不要扶在气腿上，以防伤手。（7）机子加载和卸载时，会出现反扭矩。但均可把摇臂，取得平衡。特别是突然加载和卸载时，操作者更应注意站位，合理把持摇臂手把。5、半煤岩巷道施工时，严格执行分打分装制度。6、《本掘进工作面作业规程》工程质量保证措施：①施工过程中，使用的各种支护材料必须符合设计要求和规范的有关规定，外购产品应当有出厂合格证及产品化验单，自制加工产品应当由筹建处组织监理公司、相关科室、施工单位人员验收。②各种支护材料必须在施工现场的专用料场中分类存放，码放整齐，并在有效期内使用，严禁使用失效的支护材料。③严格工程质量检验制度，项目部设立专职质量验收员，对当班施工的质量进行验收，并把验收结果记录专用记录本中备查；不合格的工程必须当班返工，把质量不合格的工程消灭在施工过程中。7、每个工作面预备与巷道断面相适应的金属棚不少于10架，距工作面不得超过100m。8、所有开门口、交岔点、贯通处需编制专项措施。9、其余未尽事宜严格按照《煤矿安全规程》（2010版），《肥城矿业公司安全技术管理规定》，《陈蛮庄煤矿二期工程施工组织设计》执行。精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档西翼轨道上山施工作业规程 编制：武佐文审核：雷亚锋施工单位：工程公司正文项目部编制日期：二零一三年四月一日精品文档精心整理PAGE40精品文档可编辑的精品文档施工项目部会审意见1、施工队组开工前必须认真学习本规程，须考试合格方可入井工作。2、井口必须设置专人检身。3、存在重大安全隐患必须及时向工程公司、正文煤业调度室汇报。二O一三年四月一日施工规程会审单（西翼轨道上山）编制年月日安全经理年月日质量经理年月日机电经理年月日总工程师年月日项目部负责人年月日编制单位：汾西建设工程公司正文项目部编制时间：二O一三年四月一日施工规程报审表编制人：武佐文审核人：雷亚锋负责人：钮东林审批部门总工办：质标办：计划科：机电科：质检科：安监处：分管经理：安全经理：总工程师：编制单位：汾西建设工程公司正文项目部编制时间：二O一三年四月一日施工规程报审表编制人：武佐文审核人：雷亚锋负责人：钮东林审批部门调度室：工程科：机电科：通风科：安监科：生产经理：安全经理：机电经理：总工程师：精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档目录第一章工程概况 1一、巷道名称及施工目的 1二、编制作业规程的依据 1第二章地面相对位置及地质情况 1一、矿井四邻关系 1二、地面相对位置及邻近采区开采及地质情况 2三、工作面位置 2四、煤（岩）赋存特征 2五、地质构造 3六、水文 4七、瓦斯、煤层自燃倾向及爆炸危险性 5八、气象及地震情况 7九、地温、地压 7第三章巷道断面及支护参数 8一、巷道布置 8二、支护设计 8三、矿压观测 8四、支护形式及材料 10五、设计断面及几何尺寸 11六、支护参数、材料规格 11七、支护说明 11八、工程质量验收标准 14九、每米巷道支护材料消耗量 15第四章施工工艺 16一、施工方法 16二、凿岩、爆破方法 18三、装载及运输 18四、管线敷设 19五、破岩、装岩、运输、支护设备工具一览表 19六、文明生产要求 20第五章生产系统 20一、通风系统 20二、压风系统 22三、瓦斯防治 22四、综合防尘 24五、防灭火 25六、供电系统 25七、供排水系统 26八、照明、通信和信号系统 26第六章矿井探放水 27一、探放水组织设计 27二、探放水三项制度 29三、物探方案设计 32四、钻探方案设计 33五、探放水紧急撤人制度 35六、探放水安全措施 36第七章正规循环、劳动组织及主要经济指标 37一、正规循环循环方式、组织措施、月进尺的计算： 37二、作业方式及劳动组织 38三、主要技术经济指标 38第八章安全技术措施 39一、一般安全技术措施 39二、入井一般安全规定 39三、喷射混凝土安全技术措施 40四、顶板管理及支护 41五、通风安全管理 41六、瓦斯监测监控措施 43七、放炮规定及火工品管理 43八、提升运输管理规定 45九、供电、电气、机械及通讯管理规定 46十、灾害预防及安全避灾 46十一、防尘、防火措施 47十二、其它安全技术措施 48十三、特殊安全技术措施 48附图表：一、断面图二、煤层柱状图三、炮眼布置图四、正规循环图表五、通风系统示意图六、避灾路线示意图七、压风系统示意图八、运输系统示意图九、供电系统示意图十、安全组织体系图十一、质量保证体系图十二、施工管理组织体系图十三、施工质量组织机构图精品文档精心整理精品文档可编辑的精品文档第一章工程概况一、巷道名称及施工目的1、巷道名称：山西汾西正文煤业资源整合项目西翼轨道巷。2、工程用途：担负工作面材料运输任务，兼作矿井西翼进风通道。3、工程量：全长1462m。4、工期：计划2013年5月1日开始施工，按月进尺120m考核，施工工期一年，2014年4月30日竣工。5、工程目标：严格按照《煤矿安全规程》、《煤矿井巷工程验收规范》及正文煤业相关规定确保井巷工程质量合格，杜绝重伤以上的安全事故。二、编制作业规程的依据1、《煤矿安全规程》2、《煤矿井巷工程质量验收规范》3、《西翼回风巷施工作业规程》4、西翼轨道、胶带、回风上山施工图5、正文煤业地质水文报告6、正文煤业西翼回风上山地质说明书7、正文煤业西翼轨道上山地质说明书第二章地面相对位置及地质情况一、矿井四邻关系兼并重组后，矿井北与山西汾西新阳煤业有限责任公司相邻，东与山西汾西正城煤业有限责任公司相邻，西北、西、西南与山西汾西新峪煤业有限责任公司相邻，南与山西汾西正旺煤业有限责任公司、山西汾西正令煤业有限责任公司相邻。西翼轨道上山沿正文煤业一、二采区北翼呈东西倾向布置，沿9#煤顶板掘进。一、二采区各煤层均形成一定范围采空区，预计向西掘进761.1m后预计会进入新峪煤矿五采区和三采区老空区，其中5415工作面、5413工作面为9#煤采空区，3018工作面、3016工作面、3014工作面为9#、10#煤采空区，煤层倾角为4°~12°，2#煤层小窑较多，均已按“十关闭”政策封闭井口。一采区9#煤层已大部采空，二采区9#煤层部分采空，无火区，水文地质属中等类型。综上所述，西翼轨道上山整体地质构造简单。二、地面相对位置及邻近采区开采及地质情况井田位于吕梁山中段之东麓，地形地貌属黄土高原低山丘陵区，由黄土脊、峁和（东西向、北东-南西向）大型冲沟相间组成。大型山脊、梁峁延展方向多为北东向，脊峁部多为黄土和红土覆盖，地势较为平坦，沟谷为北东向或南东-北西向，大多地势陡峻，谷底多有基岩出露和冲积物堆积。井田内地势陡峻极为复杂，最高点位于井田西北关道垴梁，标高+1048.4m，最低点位于井田东部兑镇沟中，标高+833.6m，相对高差为214.8m。三、工作面位置该工作面位于孝义市兑镇镇偏城村西南冲沟、山脊，无民房,地面标高+870.5m；工作面地表为坡地平整后的工业广场，无民房及其他影响；西翼轨道上山位于风井井底以西，巷道方位角271°，巷道标高+705～+775m，平均倾角5°。四、煤（岩）赋存特征各煤层宏观煤岩特征无明显差异，山西组煤层以光亮煤及半亮煤为主，太原组以半亮煤为主，次为暗淡煤。2、3号煤以光亮煤及半亮煤为主，块状，具暗煤条带，煤质较好，内生裂隙发育，镜煤比例较多。7号煤上部为