综采工作面风巷绕道作业规程模板

资料内容仅供您学习参考，如有不当或者侵权，请联系改正或者删除。31101综采工作面风巷绕道炮掘施工作业规程第一章工作面基本概况第一节工作面井上下及煤层对应关系一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为31101综采工作面风巷绕道二、巷道用途31101综采工作面风巷绕道服务于31101综采工作面的运输设备、行人等三、巷道位置31101综采工作面风巷绕道地面相对位置为新办公楼西南200米山地,无建筑物、村庄。井下位置位于2#煤21104综采工作面下部,3#煤轨道下山东北侧。四、巷道掘进工程量31101综采工作面风巷绕道掘进长度184.855m。31101综采工作面风巷存车场段扩下帮五、附图一:31101综采工作面风巷绕道巷道平面图第二节工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响表一井上下对照关系表水平、采区工程名称31101综采工作面风巷绕道地面标高1井下开口标高13地面相对位置、建筑物及其它31101综采工作面风巷绕道的地面相对位置为新办公楼西南200米山地,无建筑物、村庄。井下位置及相邻关系31101综采工作面风巷绕道位于矿井3#煤轨道下山东北侧,横跨3#煤回风下山与31101综采工作面风巷、3#煤轨道下山连通。邻近采掘情况对本面影响邻近采掘情况对本工作面的影响不大第二章地质情况第一节煤层赋存特征表二煤层特征情况表指标参数指标参数厚度m1.34—1.78倾角(最小—最大)120—130结构简单煤层节理发育程度发育硬度f=3.0自燃发火期/d70煤尘爆炸指数有爆炸性地温正常煤层情况描述煤层结构简单,一般不含夹石。地质构造情况潞宁煤业公司31101综采工作面风巷绕道位于大同组第二段的三亚段中上部2#煤层之下,上距2#煤层27.10-35.88m。平均32.11m。工作面区域地层整体为一西东方向倾斜的单斜构造,煤层倾角12°—13°。本煤层一般不含夹石,顶、底板岩性一般为泥岩,本煤层层位稳定,厚度及煤质变化小,平均厚度1.56m,结构简单附图二:31101综采工作面煤层顶底板煤岩柱状图预测或实测瓦斯、火、煤层情况根据3#煤爆炸性试验结果和自燃倾向性试验结果可知:3#煤之煤尘均有爆炸危险性;3#煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类,属自燃煤层,自然发火期70天。3#煤层绝对瓦斯涌出量为0.29m3/min,相对瓦斯水文地质情况当前影响潞宁煤业公司31101综采工作面风巷绕道安全生产的主要为2#煤层与3#煤层之间的裂隙承压含水层水,该含水层水头较高,流量小,补给条件差,属多年贮存下来的水。由于受掘进活动影响,水压力不大,易于疏干。第三章巷道布置情况第一节巷道简述31101综采工作面风巷绕道开口于3#煤回风下山顶板,采用钻眼爆破法挑顶和开口,挑顶高度为2.8米,宽度为4.2米,长度为5米。当挑顶达到设计尺寸后,第一段巷道在3#煤回风下山西帮按方位角231°38′开口,前段42.46米断面为4.2×2.6m(宽×高),后段38.06米断面为4.2×2.3m(宽×高),掘进总长度为第二段巷道在3#煤回风下山东帮开口,按方位角51°38′开口,断面为4.2×2.3ｍ,掘进总长度为104.33531101综采工作面风巷绕道掘进总长度为184.85531101综采工作面风巷绕道与31101综采工作面风巷贯通点以里9.88米处布置存车场段30m和单轨吊起吊段20m。31101综采工作面风巷存车场段设计断面为4.5×2.3m,单轨吊起吊段设计断面为4.5×2.9m。巷道呈矩形断面锚网支护。31101综采工作面风巷绕道掘成后,在3#煤回风下山挑顶处施工风桥一座,风桥桥面厚度为500㎜,长度为7000㎜,高度为2400㎜,施工风桥的安全技术措施另外编制。第二节施工顺序31101综采工作面风巷绕道掘进开口于3#煤回风下山顶板,挑顶高度为2.8米,宽度为4.2米,长度为5米,开口中心线距离3#煤回风下山3回4′#测点13.14m,以开口中心线为准线往上山方向斜距2.15m为边界,往下山方向斜距2.15m为边界进行挑顶,挑顶高度上帮为2.8m(距回风下山底板5.36m),下帮高度为3.74m(距回风下山底板6.3m)。挑顶挑够设计尺寸以后,在3#煤回风下山西帮开口,开口巷道底板距3#煤回风下山底板(距开口中心线往上山方向平距2.1m位置)3.06m,按方位角231°38′,断面4.2×2.6m(宽×高)平掘,掘进到距3#煤回风下山西帮42.46ｍ,变曲线巷道,断面变为4.2×2.3m(宽×高),曲线巷道转角73°,曲率半径为12m,曲线长度为15.281m,从曲线终点开始变方位为304°38′与3#煤轨道下山贯通后,再从3#煤回风下山东帮开口,开口掘进巷道底板距3#煤回风下山底板(距开口中心线往上山方向平距2.1m位置)3.06m,按方位角51°38′,断面为4.2×2.3ｍ,平掘11.223m后,从掘进巷道上帮开口,开口中心线距3#煤回风下山东帮8.25m,然后按方位角6°38′平掘4.959m后,变坡度为＋8°22′28″开始掘进,掘进到80.553m后,开始平掘,掘进根据设计图纸,31101综采工作面风巷绕道与31101综采工作面风巷贯通点以里9.88米处开始布置存车场段30m和单轨吊起吊段20m。现这段巷道已经成巷,断面为3.6×2.3m,锚网支护。31101综采工作面风巷绕道和31101综采工作面风巷贯通后将存车场段和单轨吊起吊段按设计刷大成巷。31101综采工作面风巷存车场段扩下帮宽度为900㎜,设计断面为4.5×2.3m,单轨吊起吊段扩下帮宽度900㎜、挑顶高度为600㎜,设计断面为4.5×2.9m。31101综采工作面风巷存车场段和单轨吊起吊段扩帮过程中必须按45第三节巷道中腰线布置根据设计图纸及实地测量,由地测科给定巷道的正中线,施工时严格按中腰线施工。巷道支护支护设计结论说明31101综采工作面风巷绕道呈矩形断面锚网支护:(1-1)断面S＝10.92m2,(2-2)断面S＝9.66名称单位(mm)面积备注31101综采工作面风巷绕道(1-1)断面宽4200S＝10.92矩形断面锚网支护高260031101综采工作面风巷绕道(2-2)断面宽4200S＝9.66高230031101综采工作面风巷存车场段呈矩形断面锚网支护:(3-3)断面S＝10.35m2,名称单位(mm)面积备注31101综采工作面风巷存车场段宽4500S＝10.35矩形断面锚网支护高230031101综采工作面风巷单轨吊起吊段呈矩形断面锚网支护:(4-4)断面S＝13.05m名称单位(mm)面积备注31101综采工作面风巷单轨吊起吊段宽4500S＝13.05矩形断面锚网支护高2900附图三:31101综采工作面风巷绕道巷道断面图第二节临时支护的方式31101综采工作面风巷绕道在挑顶过程中,无法使用前探梁时,采用带帽点柱进行临时支护,点柱使用ø200㎜的圆木,柱帽使用400×200×100的硬杂木板,长度根据现场情况而定。31101综采工作面风巷绕道在掘进施工过程中采用金属前探梁作为临时支护。采用两根4.5m长的3寸钢管作为金属前探梁,采用4寸法兰盘焊上锚杆螺母吊挂金属前探梁,每根金属前探梁采用两个吊挂环。安装金属前探梁进行临时支护时,先将吊挂环拧在锚杆外露端,然后将金属前探梁穿在吊挂环内。放完炮后,站在永久支护下进行敲帮问顶,撬掉浮矸活石,然后挂顶网和钢带,前移前探梁把网片和钢带挑在前探梁上面,按照巷道中线调整钢带和网片位置,确认无误用木板梁和木楔把前探梁和顶板背紧。施工人员站在安全可靠的临时支护下出煤矸后,打设锚杆、锚索进行永久支护临时支护金属前探梁的前端,必须安装防止额头煤(岩)块松动掉落伤人的挡矸设施。临时支护图第三节永久支护31101综采工作面风巷绕道、31101综采工作面风巷存车场段和单轨吊起吊段采用锚杆、金属网、钢带、锚索联合支护。一、31101综采工作面风巷绕道呈矩形断面锚网支护:(1-1)断面4.2×2.6m(宽×高),(2-2)断面4.2×2.3m(宽(1)、顶锚杆锚杆形式和规格:杆体为22左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为335号,长度mm,杆尾螺纹为锚固方式:树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335型在上,另一支规格为Z2360型在下,钻孔直径为28＋2mm,锚固长度为钢筋托梁规格:采用14mm的钢筋焊接而成,宽度80mm,长度4000mm锚杆托板:采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈,托板尺寸为120×130×12mm的钢托板,球形垫孔径网片规格:采用机制金属菱形网护顶,网孔规格5050mm,两个网片搭接100mm,网片规格460012锚杆布置:锚杆间距950mm,排距1000mm,锚杆打设:打设顶锚杆时要先中间后两边依次打设。锚杆角度:全部垂直顶板打设。锚杆预紧力:≥300N•m,但禁止大于500N•m(2)、巷帮支护锚杆形式和规格:杆体为22左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为335号,长度mm,杆尾螺纹为锚固方式:树脂加长锚固,采用一支Z2360锚固剂,钻孔直径为28＋2mm,锚固长度为80锚杆托板:采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈,岩帮上托板采用120×130×12mm,煤帮上托板采用150×150×网片规格:采用机制金属菱形网护帮,网孔规格5050mm,两个网片搭接100mm,网片规格(1-1)断面23001200mm,(2-2)断面锚杆布置:(1-1)断面锚杆间距1000mm,排距1000mm,靠上一根距顶板200mm(2-2)断面锚杆间距850mm,排距1000mm,靠上一根距顶板200锚杆打设:打设帮锚杆时要从上至下依次打设。锚杆角度:全部水平巷帮打设。锚杆预紧力:≥300N•m,但禁止大于500N•m(3)、锚索锚索形式和规格:锚索材料为18.9mm,17股高强度低松弛预应力钢绞线,长度7300mm,钻孔直径28＋锚固方式:采用三支锚固剂,一支规格为K2335型药卷在上,另两支规格为Z2360型药卷在下的锚固方式,锚固长度155锚索托板:采用300mm×300mm×1锚索布置:每两排锚杆打设1根锚索,巷道顶板中间打设,排距mm锚索角度:全部垂直顶板打设。锚索预应力达到200—250KN二、31101综采工作面风巷存车场段呈矩形断面锚网支护:4.5×2.3m(宽×高),原巷道断面为3.6×2.3m(宽×高)。(1)、顶锚杆锚杆形式和规格:杆体为22左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为335号,长度mm,杆尾螺纹为锚固方式:树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335型在上,另一支规格为Z2360型在下,钻孔直径为28＋2mm,锚固长度为钢筋托梁规格:采用14mm的钢筋焊接而成,宽度80mm,长度900mm锚杆托板:采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈,托板尺寸为120×130×12mm的钢托板,球形垫孔径24网片规格:采用机制金属菱形网护顶,网孔规格5050mm,两个网片搭接100mm,网片规格90016锚杆布置:锚杆间距700mm,排距1400mm,边角一根距巷帮150锚杆角度:全部垂直顶板打设。锚杆预紧力:≥300N•m,但禁止大于500N•m(2)、下帮支护竹锚杆形式和规格:杆体为竹片,两端为木楔,长度1600m竹锚杆锚固方式:背紧杆体两端木楔,孔径38＋2mm,锚固力≥30KN,抗拉强度竹锚杆托板:采用200×200×10mm网片规格:采用塑料拉伸网护帮,网孔规格4040mm,两个网片搭接100mm,网片规格1锚杆布置:锚杆间距850mm,排距1400mm,靠上一根距顶板200锚杆打设:打设帮锚杆时要从上至下依次打设。锚杆角度:全部水平巷帮打设。三、31101综采工作面风巷单轨吊起吊段呈矩形断面锚网支护:4.5×2.9m(宽×高),原巷道断面为3.6×2.3m(宽(1)、顶锚杆锚杆形式和规格:杆体为22左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为335号,长度mm,杆尾螺纹为锚固方式:树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支规格为K2335型在上,另一支规格为Z2360型在下,钻孔直径为28＋2㎜,锚固长度为1100钢筋托梁规格:采用14mm的钢筋焊接而成,宽度80mm,长度4200mm锚杆托板:采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈,托板尺寸为120×130×12mm的钢托板,球形垫孔径网片规格:采用机制金属菱形网护顶,网孔规格5050mm,两个网片搭接100mm,网片规格490016锚杆布置:锚杆间距1000mm,排距1400mm,边角两根距巷帮锚杆角度:全部垂直顶板打设。锚杆预紧力:≥300N•m,但禁止大于500N•m。(2)、上帮支护锚杆形式和规格:杆体为22左旋无纵筋螺纹钢筋,钢号为335号,长度mm,杆尾螺纹为锚固方式:树脂加长锚固,采用一支锚固剂,一支规格为Z2360型,钻孔直径为28＋2mm,锚固长度为锚杆托板:采用强度配套的拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈,托板尺寸为120×130×12mm的钢托板,球形垫孔径网片规格:采用机制金属菱形网护帮,网孔规格5050mm,两个网片搭接100mm,网片规格70016锚杆布置:锚杆距顶板200mm,排距14锚杆角度:全部垂直顶板打设。锚杆预紧力:≥300N•m,但禁止大于500N•m。(3)、下帮支护竹锚杆形式和规格:杆体为竹片,两端为木楔,长度1600m竹锚杆锚固方式:背紧杆体两端木楔,孔径38＋2mm,锚固力≥30KN,抗拉强度竹锚杆托板:采用200×200×10mm网片规格:采用塑料拉伸网护帮,网孔规格4040mm,两个网片搭接100mm,网片规格25001锚杆布置:锚杆间距1100mm,排距1400mm,靠上一根距顶板200m锚杆打设:打设帮锚杆时要从上至下依次打设。锚杆角度:全部水平巷帮打设。(4)、锚索锚索形式和规格:锚索材料为18.9mm,17股高强度低松弛预应力钢绞线,长度7300mm,钻孔直径28＋锚固方式:采用三支锚固剂,一支规格为K2335型药卷在上,另两支规格为Z2360型药卷在下的锚固方式,锚固长度155锚索托板:采用300mm×300mm×1锚索布置:每两排锚杆打设1根锚索,巷道顶板中间打设,排距2800mm锚索角度:全部垂直顶板打设。锚索预应力达到200—250KN附图四:31101综采工作面风巷绕道支护图(1—1断面)附图五:31101综采工作面风巷绕道支护图(2—2断面)附图六:31101综采工作面风巷存车场段支护图(3—3断面)附图七:31101综采工作面风巷单轨吊起吊段支护图(4—4断面)第四节支护工艺一、锚杆安装工艺(一)、打锚杆眼1、放完炮后,施工人员站在永久支护下,用长柄工具撬掉顶帮的危岩活石后。开始安装金属前探梁进行临时支护,前移前探梁把网片和钢带挑在前探梁上面,然后按巷道中线和锚杆排距要求调整钢带和网片的横向和纵向位置,确认无误后,打设锚杆眼。2、施工人员站在临时支护之下,用风动锚杆钻机打顶部的锚杆眼,用帮锚钻机打帮上的锚杆眼。3、打完眼后,要用压风把眼内的积水岩煤粉吹洗干净。(二)、安装锚杆1、装树脂药卷,先用锚杆插入孔内,试探锚杆孔深度,孔深不够时要重新打眼。2、安装顶部锚杆时,安装一支K2335型在上和一支Z2360型在下的树脂药卷,安装帮上锚杆时,只装一支Z2360型树脂药卷。随后插入锚杆,安好连接套插入风动锚杆机、启动风动锚杆机使之旋转,慢慢推入眼底,搅拌20秒钟停钻,卸下风动锚杆机,等待1分钟后,方可上托板,紧螺母。3、锚杆托板必须紧贴壁面,如岩壁不平时,先用风镐找平,然后再安装托板。4、锚杆预紧力不低于300N·m,锚固力不小于127KN。5、巷帮锚杆安装好以后,挂上帮网,搭接长度不小于100mm,网片要拉平拉直,连网间距100mm,用18#铁丝双股绑扎。6、巷帮围岩正常的情况下,为防止放炮时崩坏帮网,帮网能够滞后两排施工。如遇地质构造变化,巷帮围岩松散能够先打上边两根锚杆把帮网挂起来,下边两根锚杆滞后一班补打,网片卷起,用铁丝捆住。(三)、竹锚杆支护工艺帮竹锚杆支护的工艺流程:钻孔—清孔—安装竹锚杆—上托板—背紧尾楔。两人一组,用风钻按设计角度及位置打设帮眼,眼深1500±30㎜,采用麻花钻杆,Φ38钻头。安装时先将杆体钉有中楔的一端送入眼底,用5磅铁锤打击外端,将中楔背紧;用铁锤打击杆体端侧楔将侧楔背紧,把孔口找平,木托板贴紧煤壁安装,然后安装尾楔,用铁锤将尾楔背紧,外露长度不大于100㎜,锚固力≥30KN,杆体抗拉强度≥40KN。塑料网搭接长度不少于100㎜,用18#铁丝双股绑扎,连网间距100㎜。为防止放炮时崩坏竹锚杆及塑料网,下帮竹锚杆支护可滞后4排施工。放炮后必须由外向里进行敲帮问顶,防止片帮矸掉落伤人。二、锚索安装工艺(一)、安装锚索1、打锚索孔,用MQT—130型钻机配φ19mm的中空接长钻杆和φ27mm的双翼钻头,眼深7m。2、送树脂药卷,向孔内送一卷K2335型树脂药卷在上和2卷Z2360型树脂药卷在下,用锚索将药卷慢慢推入眼底。3、搅拌树脂药卷,用搅拌接头将锚杆机和锚索连接起来,边搅拌边推进,直至推入眼底,停止升钻机,搅拌20秒钟停机。4、锚索预应力达到200—250KN。(二)、锚索安装技术要求1、顶板正常情况下,锚索安装可滞后5—6m进行,如顶板破碎,要紧跟迎头。2、锚索外露长度150—250mm3、涨拉锚索时,应使涨拉油缸和钢绞线保持同轴,涨拉千斤顶卡住锚索后,人员可暂撤到涨拉千斤顶侧面,涨拉千斤顶下方严禁站人。第五章矿压监测第一节观测对象观测31101综采工作面风巷绕道开口处和31101综采工作面风巷绕道掘进巷道内的顶板离层情况,观测31101综采工作面风巷绕道与3#煤轨道下山、31101综采工作面风巷贯通处的顶板离层情况。第二节观测内容一、顶板离层指示仪观测1、顶板离层指示仪的位置施工过程中选用LBY—3型顶板离层指示仪,自开口处开始,在巷道顶板中部每30m安设一个顶板离层指示仪,巷道与巷道的交叉点也必须安设一个顶板离层指示仪。2、顶板离层指示仪的工作原理及安装要求和步骤A、顶板离层指示仪的工作原理:深基点锚头(白色)应固定在稳定岩层中,浅基点锚头(黑色)固定在锚杆端部位置。当锚杆锚固范围内有离层时,离层量为外测筒与套管的读数差。当锚杆锚固范围外有离层时,离层量为内、外测筒读数差。当锚杆锚固范围内、外都有离层时,内外测筒分别有离层显示,内、外测筒读数差与套管、外测筒读数差的和即为锚杆锚固范围内、外的离层量。内、外测筒(刻度坠)以㎜为单位,刻度范围分别为0-180㎜、0-150㎜。内、外测筒以蓝、黄、红三色三等分,内测筒每等分60㎜,外测筒每等分50㎜。B、顶板离层指示仪的安装要求:顶板离层指示仪在水平巷道安装时,必须垂直顶板。在倾斜巷道安装时,必须沿铅垂方向,以保证离层仪安装后测绳自然下垂。顶板离层指示仪内、外测筒均应处于自由悬垂状态,不得有任何卡阻现象。同一巷道内每个顶板离层指示仪必须按顺序编号、挂牌。C、顶板离层指示仪的安装步骤a、钻孔:用MQT-130型锚杆钻机,配φ19㎜中空接长钻杆和φ27㎜的双翼钻头,在巷道顶板中线位置按照铅垂方向钻孔,孔深为7米。b、先安装深基点锚固器(白色),用安装杆把锚固器送至设计位置7米,送入时用手拉紧测绳,抽出安装杆后,用手拉一下测绳,确认锚固器已固定住。c、将浅基点锚头(黑色)送至设计位置2米。d、将两根测绳穿过外测筒,浅基点锚头与外测筒连接,注意将外测筒标尺0点少许(5㎜)露出顶板外。e、深基点锚头与内测筒连接,注意将内测筒标尺0点与外测筒下端对齐。f、最后安装套管,注意要将外测筒0点对准套管底边。g、记录初读数,安装完毕。3、数据检测及资料整理分析顶板离层指示仪安装好以后,要挂顶板离层指示仪管理牌板,由当班工长或跟班队干负责观测。队组有正规的顶板离层指示仪监测记录表,观测人员上井后要及时填写记录表。离层值超过5㎝时,要及时向生产科反映。二、锚杆预紧力和锚固力检测掘进的过程中,每班安装的锚杆要用力矩扳手和锚杆拉拔仪进行检测,凡扭矩达不到300N•m和锚固力达不到127KN的锚杆,要重新紧固或补打锚杆。三、锚索锚固力检测巷道掘进施工过程中,安排专人每班用锚索涨拉泵对锚索锚固力进行检测,锚索锚固力达200kN即为合格。第三节观测方法1、顶板离层指示仪以红、黄、蓝三种颜色表示顶板离层松动的严重程度,蓝色表示顶部松动离层值较小,处于较稳定的状态;黄色表示离层松动已达到警界值;红色则表示顶板离层松动值较大,已进入危险的状态。2、顶板离层指示仪在距掘进工作面50米内由当班工长或跟班队干负责每班观测一次顶板离层值,连续观测时间不得少于5天。50米以外,除非离层仍有明显增长趋势,一般规定每周观测两次。观测5周后停止测读具体数据,改为观测两个刻度坠的颜色。3、关于巷道的交叉点,过地质构造时顶板离层仪的观测,从安设之日起,5天内,每班一次,之后规定每周2次,5周以后每周一次,直到工作面移交。第四节数据处理1、锚杆支护技术参数检测要求:锚杆间、排距,锚杆安装角度,锚杆外露长度,锚杆预紧力与拉拔力,锚索间排距及锚固力。2、由当班班组长观测刻度值,并作好记录。如发现离层指示仪进入警戒区时,应及时向生产科、安全调度汇报,召集有关人员进行原因分析,并及时采取措施,进行处理。3、对检查结果,做好记录,同时汇报值班室,上井后要认真填写矿压观测记录,不得虚报、瞒报。4、技术员要及时将矿压显现情况汇报上来的数据汇总分析,登记在册,如果遇到重大隐患时,要及时汇报相关科室,进行支护变更设计。第六章掘进施工方式工艺流程及施工方式一、31101综采工作面风巷绕道开口挑顶工艺流程安全检查→用废旧皮带或网片保护好开口处的电缆、信号线、风筒等→量取挑顶轮廓线并用红漆标识→打眼→搭设工作平台→检查瓦斯→装药→洒水→联线→检查瓦斯→放炮→洒水→检查瓦斯→安全检查→敲帮问顶→临时支护→出煤矸→锚网支护→工程质量验收→清理工作面→进行下一循环二、31101综采工作面风巷绕道开口挑顶施工方式1、由跟班队干和当班班组长检查工作地点前后10米范围内的支护安全情况。2、用网片配合废旧皮带把放炮地点15米范围内的风水管路、电缆线和信号线、风筒、皮带等保护好。3、根据地测科给定的开口中线,量取挑顶轮廓线并用红漆标识。4、根据作业规程中规定的开口挑顶炮眼布置图,进行炮眼布置。5、搭设工作平台,柱腿采用φ200㎜的圆木,架板采用φ200㎜的半圆木或(宽度250㎜,厚度不少于50㎜)的优质松木木板,木架梁底边距80皮带不低于500㎜,梁头和3#煤回风下山巷帮撑死,柱腿要挖20㎝柱窝,木架上留溜煤孔800㎜×800㎜,其余部分都用架板排严,半圆木或木板与木架梁的搭接不少于300㎜。6、开口挑顶从3#煤回风下山东帮开始,开口挑顶断面长(沿3#煤回风下山方向)4.2m(31101综采工作面风巷绕道宽度),宽度2.5m7、开口前要按开口轮廓用风镐刺掉喷浆皮,把金属网剪断后再放小炮施工。8、炮眼布置好后,由安瓦员检查爆破地点20米范围内风流中的瓦斯浓度不大于0.8%时,方可进行爆破作业。9、10、三、31101综采工作面风巷绕道掘进工艺流程安全检查→洒水→打眼→检查瓦斯→装药→洒水→联线→检查瓦斯→放炮→检查瓦斯→洒水→敲帮问顶→临时支护→上护顶金属网→接溜→出煤→锚网支护→工程质量验收→清理工作面→进行下一循环四、31101综采工作面风巷绕道掘进施工方式1、2、、3、炮眼布置好后,由安瓦员检查爆破地点风流中的瓦斯浓度不大于0.8%时,方可进行爆破作业。4、56、7、8、第二节施工设备31101综采工作面风巷绕道掘进采用钻眼爆破法破岩。打煤眼采用风动帮锚杆钻机两台,一台工作,一台备用。打岩石眼采用YT—28型风钻三台,两台工作,一台备用。打顶部锚杆眼采用MQT—130型风动锚杆钻机两台,一台工作,一台备用。运输设备:40煤溜三部、80皮带四部,小平板车两个。 第三节作业方式31101综采工作面风巷绕道掘进采用楔形掏槽,光面爆破,分次装药分次爆破,周边眼以外所有炮眼先装药第一次爆破,然后根据预留光面层厚薄,对周边眼装药进行第二次爆破。爆破器材:炸药使用矿用2#粉状乳化炸药,1—5段毫秒延期电雷管引爆,MFB—200型隔爆电容式发爆器起爆。一、光爆打眼要求为保证光爆的效果和质量,除合理选择爆破参数外,必须严格施工操作,才能收到实际效果。1、必须保证打眼的规格质量,在每茬炮的打眼前首先按照中线画出设计轮廓线,总的要求是应使炮眼达到”平、直、齐”。即各炮眼互相平衡、平行于巷道轴线,各炮眼顺直钻进,各眼眼底要落在同一平面上。2、按中线打好第一个正顶眼,打正顶眼时,钻杆要按中线方向(巷道轴线)钻进;然后将此眼插上炮棍作为导向的标志。周边眼打在设计轮廓线上,眼底允许向外偏出70—100mm。在周边眼轮廓线上遇到软岩夹层,煤层或层理较发育的部位,应适当增加空眼,作为导向眼。3、预量钻杆长度,做到心中有数,保持各眼底落在同一平面上。4、打眼时,要注意眼的倾角,防止坡度不够,造成巷道忽高忽低。二、装药联线1、炸药雷管的质量必须保证,质量不合格的炸药雷管严禁使用。2、正确加工起爆药卷,电雷管要在药卷的平端装入,而不应将电雷管从药卷的凹面或侧面插入。3、扫清炮眼,逐卷装入,不能硬塞猛撞,各药卷的聚能穴方向要一致。装炮眼要先装炸药,再装水炮泥,剩余部分用黄土炮泥填满填实。4、联线采用串联方式。三、炮眼布置三视图及爆破说明书爆破说明书炮眼名称眼号眼长m眼数每孔药卷总装药量每孔水泡泥数雷管段数起爆顺序联炮方式卷kg掏槽1-42.345142ⅠⅠ串联辅槽2-52.1540.842ⅡⅡ辅助眼3-82.1830.64.82=4\*ROMANIV=4\*ROMANIV周边眼4-152.11520.46.82=5\*ROMANV=5\*ROMANV底眼5-82.1840.86.42=3\*ROMANIII=3\*ROMANIII合计84.84026预期爆破效果项目单位数量项目单位数量循环进尺m2.0雷管消耗量发/m20炮眼利用率％95雷管消耗量个/循环40爆破实体体积M3/循环19.32火药消耗量Kg/m13水泡泥数量个40火药消耗量Kg/循环26四、施工质量技术要求1、打眼前,班组长、验收员共同找好中、腰线,并画好巷道轮廓线,标好眼位。打眼装药原则上执行爆破图表中的炮眼位置,数量及其它参数,现场实际如有变化,可由工长、爆破工作适当的调整,以保证较好的爆破效果。2、巷道净宽,巷道中线到任一侧的距离偏差控制在0—+100mm之间。巷道净高偏差控制在0—+3、放完炮后,周边眼要留下60%以上半圆型炮眼残痕,巷道围岩不能有明显的炮震裂纹,巷道周边不得超挖欠挖。第四节循环进尺1、顶板正常情况下,循环进尺为2.0m。一个循环挂两网。放炮前最小控顶距为0.3m2、顶板破碎时缩小循环进度和锚杆排距,循环进尺为1.0m。一个循环挂一网。放炮前最小控顶距为0.3m,放完炮后最大控顶距为第五节运煤(矸)方式装载运输采用40煤溜机尾跟工作面迎头,40煤溜和80皮带交替接力运输到主斜井皮带的运输方式。掘进3#煤回风下山至3#煤轨道下山段时,因为是全岩巷道,40煤溜容易出现故障,必须准备两个小平板车,一旦40煤溜出现故障,能够用小平板车运输出矸。第六节过特殊区段的施工工艺掘进过程中遇到地质构造时,及时向生产科、地测科汇报,由生产科组织相关科室到现场调研后编制专项安全技术措施后方可继续掘进。第七章生产系统第一节一通三防系统31101综采工作面风巷绕道施工过程中,采用两台功率均为2×22KW(一台正常供风,一台备用)局部通风机向工作面供风,采用压入式通风,风筒直径为800mm。一、巷道通风(一)、风机安装地点和要求1、风机安装在3#煤轨道石门联巷右帮顶板上。2、风筒要吊挂在顶板上,逢环必挂,风筒平直,风筒拐弯处要设弯头,不准拐死弯,必须使用快速接头连接。3、风筒接头严密(手距接头处0.1m人不感到漏风)无破口(末端10m除外)。4、不准无故停电、停风,要保证风机连续运转。5、必须安装双风机、双电源,开关必须使用双电源双风机组合开关。6、风机开关必须上架。7、靠近工作面窝头使用不少于15m的防炮崩风筒。8、风筒出口距工作面端头煤墙距离的计算:根据压入式通风风筒射出风流有效射程经验公式:Ｌｓ＝(4～5)×＝4.5×＝13.99ｍＬｓ为从风筒出口到施工迎面煤墙的距离,单位:ｍ;Ｓ为施工巷道断面4.2×2.3ｍ.为提高通风安全系数,确定:风筒出风口距离窝头煤墙不得大于10ｍ.(二)、风量计算与风机选型A、按瓦斯涌出量计算Q掘=Q瓦×K／C式中:Q掘——掘进工作面所需风量。Q瓦——掘进工作面回风流瓦斯绝对涌出量,取0.29m3K——不均衡系数,取1.6。C——掘进工作面回风流瓦斯允许浓度,取1.0℅。Q掘=0.29×1.6÷1.0／100=46.4mB、按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q=4N,式中:Q—掘进工作面所需风量;N—工作面同时工作的最多人数;4—系数,表示工作面每人供风量不得小于4m3/minN取15,因此Q=4×15=60m3/minC、按炸药消耗量计算Q掘≥10A式中:Q掘—掘进工作面所需风量;Ae—掘进工作面一次爆破的最大炸药消耗量,取220。10—系数,表示稀释1Kg炸药所产生的炮烟所需风量不得小于10m3/min·Kg;(根据煤矿通风能力核定标准AQ1056—规定),本矿选用Q掘=10×220=220mD、按巷道的最高和最低允许风速进行验算半煤岩巷、岩巷掘进工作面的风量应能满足下式要求:15×S掘≤Q掘≤240S掘。31101风巷绕道掘进工作面断面为9.66㎡。因此,Q掘应大于15×S掘=15×9.66=144.9Q掘应小于240S掘=240×9.66=2318.4局部通风机的供风量计算:Q局1.2Q掘m3/min。式中:Q掘——掘进头需风量1.2——风筒最大漏风率的系数。取上面A、B、C、D中计算最大值,取C式中的220m因此:Q局=1.2×220=264m3所选风机为2×22kw风机,供风量为380—550m3E、掘进工作面全风压风量计算Q掘全=EQ局＋12Sm3/minEQ局——选定局部通风机最大吸风量,取550m3S——局部通风机安装地点的巷道断面,S=5.5×3.85=21.175㎡。12——局部通风机安装地点到回风口之间,巷道风速不低于0.2m/s,0.2×60=12Q掘全=EQ局＋12S=550＋12×21.175=804.1m331101综采工作面风巷绕道局部通风机安装地点全风压供风量必须保证在804.1m3(三)、通风系统31101综采工作面风巷绕道掘进通风系统为:新鲜风:副斜井—轨道下山—3#煤轨道石门—3#煤回风下山—工作面污风:工作面——3#煤回风下山——2#、3#煤回风联巷—西翼总回风巷—回风斜井—地面。附图七:31101综采工作面风巷绕道通风系统图二、综合防尘1、工作面风钻采用湿式钻眼。风动帮锚杆机打眼时要有专人在炮眼口喷水灭尘。2、放炮时要使用水炮泥,每个眼装1—2个。3、各转载点要安设喷雾洒水装置,做到开机开水,停机停水。4、安设水幕两道,第一道为放炮自动喷雾安设在距窝头20m处,另一道设在距窝头30—50m的位置,随工作面推进而前移。水幕宽度不得小于巷道宽度的90%,水幕高度距顶板不大于200mm。5、定期冲洗巷道,放炮前后洒水灭尘。6、职工个人配戴防尘口罩。附图八:31101综采工作面风巷绕道防尘系统图三、防治瓦斯1、必须安装双风机双电源及自动切换装置,施工队要对双风机每天进行一次切换试验。2、风机入井前,必须经机电部门检查验收,合格后方可入井。3、局扇管理必须实行”六专两闭锁一开关”。4、风筒要吊挂平直,逢环必挂,风筒接头要双反压边,使用快速接头。要经常检,查处理脱节及破口,发现漏风及破口要及时修补或更换。5、风筒拐弯处要设弯头,不得拐死弯,风筒出风口距离窝头不得大于10m。6、必须保证局扇能连续运转,彻底消灭无计划停风、停电事故。7、坚持”一炮三检”和”三人连锁放炮”制度。8、各类灭尘设施保证能正常使用,巷内不得产生煤尘堆积现象。四、防火防爆1、必须使用抗静电阻燃风筒。2、巷道浮煤定期清扫,煤尘定期冲洗。3、电气设备无失爆现象,电气设备着火,首先要切断电源,然后采取措施进行处理,并向队长和调度室汇报。4、严禁火种入井,严禁明火作业。工作面附近50m范围内、油脂存放处附近要放置2个灭火器和不小于0.2立方米消防砂。5、巷道内铺设一趟直径为50mm的消防管路,每隔50m设置支管和阀门,并配备25m的消防洒水管路。第二节辅助运输系统运料系统:地面—副斜井—轨道下山—22103风巷绕道—3#煤轨道石门—单轨吊检修硐室——3#煤回风下山———工作面出煤系统:工作面—40煤溜—80皮带——3#煤回风下山80皮带—3#煤单轨吊检修硐室80皮带——轨道石门80皮带—40煤溜——轨道石门联巷80皮带——西下山皮带——西大巷皮带——主斜井皮带—地面附图九:31101综采工作面风巷绕道运输系统示意图第三节供电系统生产电源:采区变电所1#硐室2205#高爆开关→22103运巷绕道移变→馈电总开关→闭锁开关→煤溜开关↑主风机电源:采区变电所2#硐室2321#馈电→风机开关副风机电源:采区变电所1#硐室2225#馈电→风机开关附图十:31101综采工作面风巷绕道供电系统图附图十一:31101综采工作面风巷绕道设备布置图第四节压风系统压风系统采用地面压风系统。压风经过4寸铁管和2寸胶管进入工作面。第五节供排水系统供水系统:从3#煤回风下山供水管路引入,接4吋水管供工作面使用。排水系统:工作面挖水沟经3#煤回风下山、3#煤轨道石门水沟自流到2#煤皮带下山水沟,自流到2#中央水仓,然后用水泵排出地面。第六节通讯、照明、信号系统工作面20米内安装一部调度电话直接与矿调度室、队组值班室联系。工作面煤溜、皮带输送机机头应安装声光信号电铃相互联系,声光信号齐全、灵敏可靠,严格执行”一声停、二声开”制度,任何人不得随意乱打信号。第七节监测监控、自救系统一、监测监控工作面安装二个瓦斯(甲烷)传感器、二个一氧化碳传感器和一个风量开关。(一)、监控设施型号1、甲烷传感器:天地(常州)科技股份公司生产的KGJ16B型甲烷传感器。2、一氧化碳传感器:天地(常州)科技股份公司生产的KGA5型一氧化碳传感器。3、风筒风量开关:GFT5型风筒风量开关。4、机电设备开停传感器:KGT15。(二)、吊挂位置与标准1、瓦斯(甲烷)传感器和一氧化碳传感器:选择支护完好、无滴淋水处,防止冒顶及其它损坏,传感器吊挂距顶板不得大于300mm,距帮不得小于200mm,2、风筒风量开关:选择支护完好、无滴淋水处的风筒上,距离工作面不得超过20m。3、机电设备开停传感器:主、副风机一级、二级各安一台机电设备开停传感器。(三)、瓦斯(甲烷)传感器、一氧化碳传感器的报警浓度、断电浓度和断电范围1、瓦斯(甲烷)传感器:经过监控分站与矿KJ95N型安全监控系统相连,实现实时监控。在掘进工作面5m范围内安设一台甲烷传感器,瓦斯浓度≥0.8%时报警、≥1.2%时断电、＜0.8%时由人工复电,断电范围为巷道内所有非本质安全型电气设备;在距工作面回风口10——15m处设一台甲烷传感器,瓦斯浓度≥0.8%时报警、≥0.8%时断电、＜0.8%时由人工复电,断电范围为巷道内所有非本质安全型电气设备。一氧化碳传感器:经过监控分站与矿KJ95N型安全监控系统相连,实现实时监控。在掘进工作面5m范围内安设一台一氧化碳传感器,CO浓度≥24ppm时报警。在工作面回风流中距回风口10—15m处安设一个CO传感器,CO浓度≥24ppm时报警。(四)、瓦斯(甲烷)传感器、一氧化碳传感器的管理、更换与断电试验1、瓦斯(甲烷)传感器管理、更换与断电试验实行挂牌管理,牌板内容必须标注传感器编号、安装位置、安装日期、报警浓度、责任人、更换日期。牌板应安设整齐并易于观察,距巷道底板不小于1m,距传感器距离不超过5m。牌板要每班至少清洁一次,并保持字迹清晰。传感器必须上防护罩,每天清洗一次。瓦斯(甲烷)传感器必须定期进行调试、校正或更换,每7天进行超限断电能力测试,安全监控设备发生故障时必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。2、一氧化碳传感器管理与更换实行挂牌管理,牌板内容必须标注传感器编号、安装位置、安装日期、报警浓度、责任人、更换日期。牌板应安设整齐并易于观察,距巷道底板不小于1m,距传感器距离不超过5m。牌板要每班至少清洁一次,并保持字迹清晰。传感器必须上防护罩,每天清洗一次。一氧化碳传感器必须定期进行调试、校正或更换,每15天调校一次,更换一次。井下工作面使用的传感器应经常派人擦拭清除外表积尘,保持清洁和检测孔通畅,传感器应保持干燥,避免洒水淋湿、维护移动传感器应避免摔打碰撞。工作面的80皮带和40煤溜电源要和工作面瓦斯实现闭锁,以便工作面瓦斯超限时能够切断施工巷道及回风巷道内所有非本质安全型电气设备。(五)、其它管理各级管理人员、队干、工长和井下电钳工下井都必须带便携式瓦检仪。每天检查安全监控设备及电缆是否正常。安瓦员使用便携式瓦检仪和便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,记录并汇报监测结果,当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并在8小时内对两种设备调校、更换完毕。二、人员定位入井工作人员必须携带人员定位识别卡,人员定位读卡器安装在31101综采工作面风巷绕道开口往下20米处。三、通信联络31101综采工作面风巷绕道距离迎头20米范围内、80皮带机头、40煤溜机头、局扇旁各安装一部电话,经过拨打矿用四位号码,直接与矿调度室、队组值班室及井下所有工作面联系,电话必须安装在无淋水的安全位置并挂牌管理。四、缆线管理上帮挂电缆钩,各信号线按瓦斯探头电缆、通信电缆由下往上顺序悬挂在电缆钩上,缆线的间距不小于0.1m,每米挂一钩,各监控及通信电缆必须一缆一钩吊挂,多余的电缆必须盘绕在盘线架上。五、压风自救系统(一)安装与管理1、距迎头100—130ｍ安设一组ZYJ矿井压风自救装置,其数量不少于17台(数量应比该区域工作人数多两台),进风管直接与巷道内4寸压风管路三通相接,与工作面支护使用压风共用,风源来自地面。2、压风自救系统应安装在宽敞支护良好,没有杂物的人行道侧,管路安装高度应距底板0.5ｍ,便于现场人员自救应用。3、安装前应检查是否完好,确认完好后再安装。4、安装过程中严禁剧烈震动,应将装置水平固定在其它物体上,管路连接要牢固。5、安装完毕后要认真检查各个部件是否正常、牢固,管路是否漏气,呼吸口具是否畅通。如有问题及时更改。6、如发现压风自救系统下面或上面有物料,应及时清理以免影响使用。7、压风自救系统需要停风时,应提出申请经调度、通风科、安监处批准,采取安全措施后,方可进行作业。8、每班接班时要对其进行检查、维护确保一旦发生灾变时能可靠使用。主要检查内容:经常检查自救器,发现油水分离器有水,应及时排放,清理;经常检查通气管道是否畅通,有堵塞现象及时处理;检查装置各接口是否存在漏气现象,如有及时处理。9、工作面安瓦员负责对现场压风自救系统管理监督,每班进行一次细致检查,发现问题及时督促整改。10、每次使用后应对口具进行清洗、消毒和干燥处理。(二)使用与操作1、使用前应认真阅读使用说明书,经过专业培训,熟练掌握使用过程,以便使用时能迅速准确地完成操作,起到安全保护作用。2、使用方法1)当煤矿井下出现煤与瓦斯突出预兆或突发灾变,对工作人员有严重威胁时现场工作人员快速跑向压风自救系统,打开箱体外盖,按使用标签进行操作。2)打开外部阀门,带上呼吸面罩进行呼吸。3)箱体内的分阀门是开通的,当呼吸面罩没有用完时,要关闭没用面罩的分阀门,以便节约气体。4)出厂时呼吸面罩的供气压力是调整好的,但人员之间存在差异,所需要的压力不同,当你感觉供气不足时拉开调压阀开关旋钮转盖,顺时针缓慢调节调压阀,使之合适为止。当你感觉供气压力过高时,拉开调压阀开关旋钮转盖,逆时针缓慢调节调压阀,使之舒适为止。5)当压风装置使用过一次后,应派技术人员全面检查装置是否完好,万户后恢复原有状态,以便下次使用。六、供水施救系统(一)安装与管理1、距迎头100~130m安设一组ZSJ型矿用供水施救装置,进水口直接与巷道内2、供水自救系统应安设在宽敞、支护良好、没有杂物的人行道侧,管路安装高度应距底板1.2ｍ,便于现场人员自救应用。与供风自救装置安装于一个地点便于管理。3、安装前应检查是否完好,确认完好后再安装。4、安装过程中严禁剧烈震动,应将装置水平固定在其它物体上,管路连接要牢固。5、安装完毕后要仔细检查各部件是否正常、牢固、管路是否漏水,如有问题及时更改。6、供水点前后20ｍ范围内无材料、杂物、积水现象。7、供水施救装置实行挂牌管理,明确维护人员进行周检:供水管网是否跑、冒、滴、漏等现象;阀门开关是否灵活。8、饮水管路必续每周排放一次,保证饮水质量。9、工作面安瓦员负责对现场供水施救系统管理监督,每班进行一次全面细致检查,发现问题及时督促整改。(二)使用方法1)当井下出现煤与瓦斯突出预兆或突发灾变,对工作面人员有严重威胁时现场人员迅速跑向供水施救系统,打开箱体外盖,按使用标签进行操作。2)打开外部阀门,箱体内的分阀门是关闭的,当现场人员需要喝水时直接使用一次性杯子打开水龙头接水饮用。3)当供水装置使用过一次后,应派技术人员全面检查装置是否完好,完好后,恢复原有状态,以便下次安全使用。附图十二:31101综采工作面风巷绕道监测监控系统图附图十三:31101综采工作面风巷绕道断电控制图第八章安全质量标准管理第一节工程质量验收要求1、巷道必须按给定中腰线施工,超高300㎜,要增打帮锚杆,超宽300㎜,要增打顶锚杆。2、巷道净宽:中线至任何一侧的距离不得小于设计尺寸,不得大于尺寸100㎜。3、巷道净高:施工误差为0—＋100㎜。4、锚杆(索)间排距允许偏差±100㎜。5、锚杆予紧力为:≥300N•ｍ,但禁止大于500N•ｍ。6、锚杆锚固力为:≥127KN.7、锚杆外露长度:10―40㎜,托板紧贴壁面。8、锚索锚固力:≥200KN。9、锚索外露长度:150——250㎜。10、网片搭接100㎜,联网间距100㎜,用18#铁丝双股绑扎。网片用托梁托板压接。第二节文明生产管理要求1、巷道保持干净整洁,完工回撤时,对巷道内废旧支护材料等杂物分类清运出巷道。2、巷道要按规定班班冲洗,保持巷内无煤尘堆积。3、巷道内材料、工器具分类、集中码放整齐,严格执行”有物必有位、有位必归类、归类必标识”物料定置管理要求。4、巷道轮廓平整,没有超高、超宽、欠挖现象。巷道底板平整。3、工作面支护不空顶,联网不超距,煤溜不飘链。4、巷道无淤泥、积水,无杂物,无积尘,无失爆,风筒无漏风。5、直线巷道内管路吊挂、电缆吊挂、风筒吊挂使用专用装置并保持整齐成直线。曲线巷道要随弯度吊挂,电缆过巷,风水管路过巷要求贴帮贴顶,直角拐弯。6、施工图牌板干净清洁,挂在3#煤回风下山距31101风巷开口点往下50ｍ的人行侧帮上,牌板底边距巷道底板一米,便于行人观看。7、管路无跑、冒、滴、漏现象。8、风水管路、通讯电话不得滞后工作面,距工作面的距离不得超过20米。第三节煤质管理要求1、煤溜不开或设备停止运转时,要及时关闭喷雾,禁止出水煤。2、出煤时,禁止将大链、刮板、铁片、塑料袋、刹杆等杂物带入煤内运走。3、工作面剩余的炸药、雷管或处理瞎炮弄出的炸药、雷管必须从煤内拣出交回火药库,严禁混入煤内运走。4、加强喷雾管理,严禁湿煤洒水。5、用过的棉纱、零散杂物严禁上煤溜拉走。6、大于300mm7、如遇岩巷时,要按照调度室要求实现岩煤分运,不得将岩石与煤混运。8、冲洗巷道时,严禁直接向煤溜上冲洗。9、冲洗巷道时,必须采用雾化喷头,并控制好水量,防治水直接流入出煤系统产生水煤。10、放炮警戒解除后及时关闭放炮喷雾和净化水幕。机电设备管理要求1、机电设备要包机到人,责任到人,并挂牌管理,确保设备清洁完好。2、坚决杜绝失爆现象,工作面机电设备完好率应达到要求。3、严禁带电检修,搬迁电气设备,严禁带电拖移电缆,电气设备”三证”齐全。4、电气设备必须有检漏、漏电闭锁、短路、过负荷、断相、远程控制的综合保护装置。5、”六专两闭锁”装置利用检修时间每周做一次断电试验,确保保护灵敏可靠(试验时向矿通风部门汇报)。6、机电设备检修一律进行断电、验电、放电的工作。要把开关手把打到零位而且闭锁,挂上”有人工作、不准送电”牌,且有专人看管。执行”谁停电、谁送电”的停送电制度。7、所有开关都必须上架,并要标识清楚,五小电器全部上板,电器开关都必须上架,并要标识清楚,”二证”齐全。8、电缆吊挂必须用电缆钩,不能用铁丝吊挂,要求一缆一钩,按照质量标准化要求吊挂。9、各种保护齐全完好,灵敏可靠,定期试验,皮带保护齐全。10、接地系统按标准完善。11、随设备负荷增加,电缆截面要符合供电要求。12、机电设备可能危及人身安全的部位和场所,都应安设防护栏,防护罩或盖板。13、机电设备附近不得存放油脂类物品,避免火灾事故的发生。第九章劳动组织、循环图表与主要技术经济指标第一节劳动组织图表工种出勤人数备注早班中班夜班打眼支护工444爆破工222煤溜司机222每部溜子一名司机出煤工222皮带司机444每部皮带一名司机工长111合计151515第二节正规循环作业图表31101综采工作面风巷绕道掘进采用”三八制”作业方式,循环进尺为2.0米,31101综采工作面风巷绕道掘进每日完成1.5个循环,月进尺75米第三节主要技术经济指标序号指标单位数量序号指标单位数量1巷道掘进断面m29.667每米巷道雷管消耗量个202每循环炮眼数个408每循环炸药消耗量Kg263每循环炮眼总长度m84.89每米巷道炸药消耗量Kg134每循环进尺m2.010月循环次数个255每循环实体岩煤量m319.3211月进尺m756每循环雷管消耗量个4012每米巷道锚杆消耗量根/m11第十章重大危险源及有害因素辨识活动危险源导致后果采掘、运输瓦斯爆炸、燃烧及人员窒息采掘、运输煤尘爆炸致人伤亡、致人尘肺病采掘、爆破矿尘致人尘肺病电气设备失爆引发火灾、煤尘瓦斯爆炸刮板输送机闭锁无效或作业不闭锁致人伤亡放炮作业打眼、装药平行作业引发爆炸放炮作业捣炮撞击引起爆炸致人伤亡装药雷管引线未拧接成短路引发爆炸装药未使用水炮泥或封泥长度不够引发瓦斯、煤尘爆炸放炮作业裸炮爆破引发瓦斯、煤尘爆炸钻设炮眼拒爆、残爆未处理引发爆炸钻孔作业干打眼引发尘肺病放炮作业不执行”一炮三检”致人伤亡巷道行走违章进入行车区域致人伤亡巷道行走趴、蹬、跳皮带及机动车辆致人伤亡煤溜运输压溜柱(地锚)打设不牢或不打、翻溜伤人致人伤亡抬运物料抬运步调不一致致人伤亡停送电作业未执行停、送电制度致人伤亡第十一章安全技术措施第一节通风管理安全技术措施1、局部通风机必须一主一备,两个风机供风能力相同并能自动切换。2、局部通风机及其启动装置,必须安装在进风巷内,距掘进巷道回风口不得小于10米。3、局部通风机必须由专职人员负责管理,保证正常运行。4、局部通风机每7天进行一次瓦斯、风电闭锁试验,每天应进行一次主副风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要及时填写并存档备查。5、使用局部通风机,无论交接班或工作都不准停风,因检修停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源进行处理。恢复通风前,检查局部通风机及开关附近20m以内回风流中的瓦斯浓度不超过0.5%,方可人工启动局部通风机。6、严格执行检修停风、停电审批制度,必须保证通风机连续运转,杜绝无计划停风、停电现象的发生。7、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.2%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施进行处理。爆破地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破。采掘工作面及其它作业地点的风流中,电动机或开关附近20m内的风流中瓦斯浓度达到1.2%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。8、局部通风机必须实现”六专两闭锁”,并要安装风筒风量开关,且风筒风量开关距掘进迎头不大于20米。第二节顶板管理安全技术措施1、开工前必须严格执行”四位一体”开工制度和”敲帮问顶”制度。用长柄工具站在安全地点将顶帮的危岩、活石等一切不安全隐患处理掉,确保安全后方可开工。坚持使用前探梁和逼帮装置并备用一套同等规格的前探梁。2、严禁空顶作业,及时进行临时支护,加快打锚杆(锚索)速度,尽量缩短顶暴露时间和暴露面积,定期、不定期对巷道支护进行检查,发现巷道沿途有不合格锚杆、锚索要及时补打。3、要随时注意巷道顶板的变化情况,巷道压力大、顶板松软破碎时要缩小循环进尺,减小控顶距离,及时打设超前锚杆,加强顶板支护强度。4、掘进时形成的超宽或超高时,应及时处理,可采用补打单体锚杆的方法加强支护。5、锚杆间排距必须符合要求,间排距偏差为±100㎜。6、锚杆、锚索托盘壁紧贴壁面,锚杆预紧力、锚固力和锚索张拉力必须达到设计要求。7、遇断层等地质构造或顶板破碎地带,必须及时缩小锚杆间排距,锚网、锚索支护紧跟窝头。8、严格按照循环进尺施工,最大控顶距不得大于2.9、处理冒顶事故前,要找好安全退路,处理时人员站在冒落矸石堆安全一侧,用专用工具进行敲帮问顶,撬掉活煤活矸,其它人员不得进入敲帮问顶区域,确认无危险后迅速进入工作面,抓紧时间安设好临时支护,然后进行锚网支护。处理过程中,动作要迅速敏捷、自始至终要有跟班队干和安瓦员进行专门监护顶板变化情况。10、巷道掘进过程中必须每隔30m在掘进巷道顶板正中安设一个双刻度顶板离层指示仪,由当班班组长负责观察顶板离层变化情况。第三节爆破作业安全技术措施1、工作面炮眼布置和装药量。原则上按本措施执行。炮眼封泥长度不得小于0.5m,周边光爆炮眼封泥不小于0.3m。炮眼封泥应使用水炮泥,水炮泥外剩余部分用粘土炮泥填实。严禁用煤粉或其它可燃性材料作封泥。2、雷管炸药要由放炮员用专用箱分别运送。井下必须有专用的雷管、炸药箱,而且要上锁。3、坚持爆破材料领退制度。4、井下爆破必须由培训合格的持证的放炮员担任。严禁放”糊炮”和”明炮”。5、装配引药必须在顶板完好,支护完整,避开电气设备和导电体的地点进行。严禁在炸药箱上装配引药。6、电雷管必须由药卷顶部装入,严禁用电雷管代替竹木棍扎眼,电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管插在药卷的中部或捆在药卷上。7、电雷管插入药卷后,必须用电雷管脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。8、装药前要将放炮母线扭结成短路。装药后要把电雷管脚线悬空。严禁把电雷管脚线、放炮母线与运输设备以及采掘机械等导电体接触。9、必须使用放炮器放炮,放炮器钥匙由放炮员随身携带,放炮后必须将钥匙拔出,搞掉母线并扭结成短路。10、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。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。11、严格执行”一炮三检”和”三人联锁放炮”制度。”三人联锁放炮制”就是爆破工、班组长和瓦斯检查员三人必须同时自始至终参加放炮工作的全过程,并执行换牌制度等制度。实施换牌制的进行程序为:(1)、爆破工在做好准备工作后,将警戒牌交给班组长。(2)、班组长接到警戒牌后,在检查顶板、支架、上下出口、风量、阻塞物、工具设备、洒水、喷雾装置等放炮准备工作无误后,达到放炮要求条件时,负责布置警戒,组织撤出人员到规定的安全地点,如放炮躲避硐。班组长必须布置专人,在警戒线和可能进入放炮地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在规定的距离、有掩护的安全地点进行警戒。警戒线处应设置警戒牌、警戒网(或栏杆拉绳)等标志。班组长必须清点人数,确定无误后,下达放炮命令,并将自己携带的命令牌交给瓦斯检查员。(3)、瓦斯检查员检查工作面通风、瓦斯、煤尘等情况符合规定,确认安全后,将自己携带的放炮牌交给爆破工。(4)、爆破工接到放炮牌后,才允许将放炮母线与连接线(或脚线)进行连接,发出放炮信号,等5秒后放炮。放炮后三牌各归原主(爆破工持警戒牌、班组长持命令牌、瓦斯检查员持放炮牌)。12、放炮前班组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路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒,警戒线处应设警示牌、拉杆或拉绳,警戒距离,直巷不小于100m,拐弯不小于50m,且拐弯后不小于10m,各路口必须经专人警戒。13、放炮后班组长、放炮员、安瓦员必须检查工作面的通风、瓦斯、顶板、拒爆等情况,确认安全后方可进行作业。14、煤巷直巷内放炮,放炮距离不得少于70m,放炮母线不得少于75m;拐弯巷道不得少于50m。岩巷内放炮、直巷放炮距离不得少于100m,拐弯巷道不得少于70m。为防止放炮崩人事故发生,必须在距窝头100ｍ以外位置设置放炮掩体。掩体用圆木木板构筑。放炮时施工人员都要在掩体内躲避。15、处理瞎炮,只许在距瞎炮0.3m处打一与瞎炮平行的眼,再重新装药,放炮。不得以任何方式掏挖炮眼。处理瞎炮的炮眼爆炸后,爆破工要详细检查炸落后的煤矸,收集未爆的电雷管。在处理瞎炮的工作未完毕之前,严禁在该地点进行其它与拒爆处理无关的工作。16、工作面爆破采用分次装药分次爆破,必须采取以下安全技术措施:(1)、严格执行”一炮三检”和”三人联锁放炮制度”。(2)、加强顶帮和支护管理,坚持敲帮问顶。(3)、炮眼吹散后方可进入爆破地点。(4)、注意检查每次爆破后有无拒爆情况。(5)、全部炮眼爆破完毕方能撤回警戒人员。机电检修、机电设备安全防护安全技术措施1、检修机电设备,必须严格按相关规定进行,不准用铁锤和其它金属东西乱砸,特别是结合面必须全部清理确保无损坏。2、检修机电设备时,必须将开关打到零位,设专人看管,严格执行”谁停电、谁送电”制度,检修完毕,要试机运行,查看是否正常,下班前必须把开关打到零位,所有工作必须按照操作规程进行。3、要保证机器的各减速部位与运转部位润滑,维护机器的正常进行,必须按资料上的说明进行定期注油,保证油箱有足够的油量,无串、漏液现象。4、发现机械运输和电器上有隐患或不正常现象,必须向队里汇报,避免事故的扩大。5、电钳工及设备操作司机对使用的设备要做到做到”三好”(管好、用好、修好),操作人员要做到”四会”(会使用、会保养、会检查、会排除故障)、”四项要求”(整齐、清洁、润滑、安全)、严格遵守”五项纪律”(无证不得操作设备、保持设备清洁,润滑良好、遵守交接班制度、随机附件,工具齐全、发现异常现象立即停机检查或报告有关人员处理)。6、对机电设备实行包机责任制,设备的检查、检修、维护、保养、运行由包机责任人各负其责,确保机电设备完好。7、各包机责任人必须明确每天应该对所包设备检查、检修、维护、保养、运行情况。8、机电工上井后必须填写设备运行记录,详细记录当班设备的运行情况及存在的问题。第五节矿井其它自然灾害预防措施一、防治水安全技术措施1、掘进过程中必须坚持有掘必探,先探后掘的原则,施工过程中如发现下列现象,必须立即停止工作,撤出人员,汇报上级部门,听候命令。①、发现煤帮松软外涌量大,巷道底板鼓起,顶板压力骤增。②、顶板挂红、挂汗,空气变冷,巷道出现雾气。③、钻孔中有压力水或水叫声,淋头水增大。④、出现其它异常情况。2、坚持超前钻探的原则。超前钻探90m,掘60m,掘到位后,地测科下超前钻探允许掘进3、预防和处理突发水害的措施施工地点人员迅速向调度室汇报灾情,汇报内容包括水害地点、水量大小、发生时间。调度室接到汇报后,立即向值班领导矿长、总工汇报,组织抢险救灾,通知受水害威胁区域的人员撤离工作面。井下发生灾害的现场跟班班长、安瓦员是第一责任者,应迅速组织人员进行救灾。救灾失败时,凡受到灾害威胁的所有地点人员在本班班长的带领下撤出危险区域。二、防治火灾、瓦斯煤尘爆炸安全技术措施1、局部通风机必须实现双风机双电源自动切换,并每天进行一次自动切换试验。2、局部通风机的风筒出风口距离掘进迎头不得大于10米。3、严格限制易燃、易爆物品下井,巷道内严禁存放油脂类物品。4、必须使用抗静电阻燃风筒和放炮自动喷雾洒水装置。5、工作面电器设备完好、杜绝失爆、严禁带电检修作业。6、安瓦员必须按规定认真检查瓦斯,不得假检、漏检。发现瓦斯超限时,必须立即停止工作,撤出人员,进行处理。7、工作面及回风口必须按规定安设瓦斯和CO传感器,跟班队干、放炮员、班组长、管理人员及流动电钳工必须佩带便携式瓦检仪。8、掘进工作面的巷道按规定冲洗,确保无煤尘堆积。9、严格执行”一炮三检”和”三人联锁放炮”制度。三、瓦斯超限处理及无计划停风的安全技术措施(1)、局扇停风后,安瓦员、局扇司机要及及时向队部、调度汇报,调度要做好记录。同时跟班队干负责组织将工作面的工作人员全部撤到全风压巷道中,安瓦员负责监督撤人情况,并设警戒。(2)、调度接到汇报后,要认真落实停风原因,安瓦员,局扇司机、跟班队干、工长必须在现场配合处理。(3)、不论何种原因,故障排除后应立即组织恢复送风送电,并通知调度做好记录。(4)、局扇停风后不论时间长短,在恢复送风前,必须首先检查停风区的瓦斯与二氧化碳浓度,安瓦员检查瓦斯必须由班组长配合进行,进入停风区,两人必须一前一后,由外向里边走边检查,瓦斯达到3﹪,按原路返回;超过3﹪时,安瓦员必须向主管领导汇报,由通风部门制定排放瓦斯安全技术措施保矿总工批准,并派专人进行排放。(5)、停风区中瓦斯浓度超过0.8﹪和二氧化碳浓度超过1.2﹪,最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3﹪时,当班调度员必须请示主管领导,由领导安排,严格按照排放瓦斯安全技术措施进行排放。四、排放瓦斯的安全技术措施工作面因停电,停风或其它原因造成瓦斯浓度超过0.8%,或CO2浓度超1.2%时,必须采取措施,排放瓦斯。一、分级排放1、临时停风的局部通风区域,当停风时间不超过8h,瓦斯超限不超过2℅时,由矿通风部门负责人在调度室组织指挥,指定人员组织学习过瓦斯排放措施的现场人员进行排放。2、临时停风的局部通风区域,当停风时间在30min至8h以内,虽未超过30min,但瓦斯浓度在2-3℅时,由矿主管通风的副矿长在矿调度室组织指挥,由矿通风部门领导指挥人员组织现场人员进行排放。3、临时停风的局部通风区域,当停风时间超过8h,或瓦斯浓度超限大于3℅时,由矿长在调度室组织指挥,由主管通风的副矿长现场指挥人员组织现场人员进行排放。二、排放瓦斯措施1、断电:排放前必须将工作面及回风流路线中的非本质安全型电器设备电源(监测监控和信号电源除外)全部切断。2、撤人:工作面施工人员及回风上山人员全部要撤到22103风巷绕道口。3、设警戒:排放瓦斯风流流经区域各叉口派专人警戒,不得让任何人员进入。4、瓦斯风流与全风压风流混合处,悬挂便携式瓦斯报警仪,当瓦斯浓度达到1.5%时,发出报警,要立即控制排放风量,把瓦斯风流与全风压风流混合处的瓦斯浓度降到1.5℅以下。5、开始排放,采取结扎风筒或者风筒错口的方法控制风量稀释瓦斯。只有瓦斯浓度低于0.8%,CO2浓度低于1.2%以下,无局部瓦斯积聚而且稳定30分钟后,才算排放完毕。6、恢复工作面送电。第六节运输管理安全技术措施一、使用溜子注意事项:1、运输前应切断电源,闭锁后进行下列检查:A.检查传动装置,机头部及各部螺栓、垫圈、压板、顶丝、油堵、防护罩是否齐全可靠。B检查刮板、连接装置零件是否齐全,电器、开关是否良好。C.检查讯号是否畅通,操作按钮是否灵活可靠。D．溜头、溜尾的地锚是否齐全。2、运输中应注意以下情况:A.细听信号,信号不清不准运行。B．经常注意电机、减速器的运转声音,发现异常立即停机检查。C．起动困难或负荷增大,应立即停机,不可强制启动。D．随时清理头尾存煤,机器运转必须洒水喷雾。E．停机时,应把中部槽中煤矸拉净后,再停机。二、皮带管理安全技术措施1、带式输送