《掘进作业规程范文.doc》由会员分享,可在线阅读,更多相关《掘进作业规程范文.doc(35页珍藏版)》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。
1、 掘进作业规程编号:综掘21004工作面名称:21004回风巷掘进工作面编 制 人:施工负责人:施工单位: 综掘队编制(修改)日期:2011年 8月2日会 审 意 见 审核单位意见签名施工负责人年 月 日机电年 月 日安全年 月 日生产年 月 日总工年 月 日矿长年 月 日作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间复查人员签字一、存在主要问题:二、处理意见:第一章 编制依据和概况一、编制依据本规程是根据21004材料道设计和矿井地质资料以及煤矿安全规程,新疆库拜煤田库车县克孜库坦(伟晔)煤矿勘探报告煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法,并根据工程类比法,结合施工单位现有的机电设备和工人的实际
2、操作水平而编制的。二、基本概况该巷道主要用于21004综采面回风与材料的运输。巷道位于主斜井东部,与东翼皮带大巷垂直,巷道沿10#煤层布置。该巷道预计施工1200m,该巷道施工在接近断层构造时,为防断层导水水造成水害,要提前制定好探放水措施,坚持“有疑必探,先探后掘”。地面为山体覆盖,无构筑物。第二章 地质说明书一、井田地质概况本井田位于库车县北山矿区,天山山脉南麓,塔里木盆地北缘的山前丘陵地带。所处地质构造部位为捷斯德里克向斜北翼,地貌形态为山前丘陵,海拔高程为18321932米,相对高差为100米左右。矿区中部和北部地势较平坦,其上覆盖第四系地层,南部和西部沟谷发育,基岩裸露,西部为克孜库
3、坦沟,沟宽为280350米,即克孜库坦河,该河为季节性河流,每年融雪期为4月份开始有水,7月份水量最大可达4041米3/日,11月份至第二年3月份河流涸干。井田内主要地质构造为捷斯德里克向斜,呈向南倾斜的单斜构造,地层产状北陡南缓,倾角一般为1020。二、煤层及其顶底板岩性本井田含煤地层为下侏罗纪塔里奇克组,地层厚度为340355,含煤1315层,从上向下编号为下1下13煤层,其中主要可采煤层为:下5、下7、下8、下10、下12煤层,煤层的最大厚度达33.1米,含煤系数约为9.3%,煤层走向东西,倾向南。下10煤层,现有5个钻孔控制。全井田可采,煤层厚度2.173.03米,平均厚度2.64米。
4、煤层构造简单,只是在首采区工作面上下顺槽掘进过程中遇到一条较小的落差约为4米左右,北偏东的断层,该采区浅部煤层露头处有部分火烧区,煤层有一层夹矸,厚度约为0.2米左右,煤层顶板为中砂岩、粗砂岩,底板为粉砂岩、细砂岩,顶、底板比较坚硬,且稳定,不易垮落,但从轨道大巷超前掘进揭露情况来看,下10煤层有一层约0.7m左右的砂岩伪顶,与直接顶之间夹有约0.2m的煤线,局部层理及裂隙发育,易离合,破碎易冒。施工单位必须加强顶板管理,确保安全生产。下10煤层与下8煤层间距52.6468.08米,平均厚60.85米。三、水文地质情况本井田位于天山山脉南麓,塔里木盆地北缘的山前丘陵地带。所处地质构造部位为捷斯
5、德里克向斜北翼,地貌形态为山前丘陵,海拔高程为18321932米,相对高差为100米左右。井田中部和北部地势较平坦,其上覆盖第四系地层,南部和西部沟谷发育,基岩裸露,西界为季节性河流克孜库勒河,每年融雪期为45月份开始有水,78月份水量最大,11月份至翌年3月份河流涸干。由于煤层顶、底板是砂岩、中粗砂岩,克孜库勒河通过砂岩和岩层裂隙渗透井下。本区属北温带大陆性干旱气候,蒸发量大,降水量小,但七、八月份是雨季比较集中的时候,而且常降暴雨,地表基岩裸露区风化裂隙发育,煤层露头火烧区上覆岩层垮落后形成大孔隙漏斗,大气降水后,通过裂隙渗透,储存在煤层露头火烧区的沉降漏斗中,本巷道离地表较近,局部可能有
6、火烧区,采掘过程中一旦与火烧区打透容易形成突水水害威胁井下,故在接近火烧区或有突水预兆掘进时必须坚持“有疑必探,先探后掘”的防治水原则,提前用打钻孔进行探放水。四、瓦斯、煤尘和煤的自燃1、根据2007年年瓦斯等级鉴定结果:矿井瓦斯最大绝对涌出量0.42 m3/min,最大相对瓦斯涌出量1.86m3/t;矿井二氧化碳最大绝对涌出量0.55 m3/min,最大相对二氧化碳涌出量2.44m3/t。确定该矿属于低瓦斯矿井。2、根据初步设计提供的资料,下10煤层的煤尘爆炸实验结果,煤的挥发份V.daf为41.72,火焰长度大于400cm,故下10煤尘具有爆炸性。3、根据新疆库拜煤田库车县克孜库坦(伟晔)
7、煤矿勘探报告提供的资料,下10煤层属易自燃煤层。第三章支护说明书一、支护形式、规格和材料要求:1、本巷道设计为矩形断面:净宽4m,毛宽4.2m;跟顶跟底掘进,巷道净高约2.9m,毛高3m。巷道顶板采用20mm ,L=2000mm的等强螺纹树脂锚杆、铁丝网、配合10mm钢带、托盘联合支护;两帮采用16mm ,L=1400mm 的树脂锚杆、铁丝网、配合10mm钢带、托盘联合支护;锚杆排距均为800mm,间距顶800mm,帮900mm。钢带采用10mm圆钢焊制,其长度与施工的巷道宽度相匹配;顶板螺母按锚杆直径配套采用快速安装螺母。铁托盘规格为1401406mm3,其中心孔径略大于锚杆直径1.52mm
8、 。2、帮顶锚杆均采用树脂药卷端头锚固,每根锚杆配用一卷,锚固剂的使用必须严格按锚固剂的使用说明进行,顶帮金属网必须按规定的位置及要求铺设,施工时要崩紧拉直,上下、网间相互压茬不小于100mm,并每间隔200mm用14#铁丝连接牢固。锚杆端头外露丝扣10-40mm。锚杆(四角除外)与巷道轮廓线垂直,最小不得低于75度。3、当围岩条件发生变化,如过断层、顶板破碎、煤层松软时,应视具体情况,施工单位要及时采取扶棚加强支护。料场必须保持有10架相应规格的11#工字钢梯形棚或小头160mm以上的圆木及腰帮接顶小料。4、支护参数见支护断面图。5、施工工序:迎头观测中腰线画轮廓线、点眼位打眼装药、联线、放
9、炮找顶临时支护出矸打护顶锚杆打锚杆挂网安装锚杆锚杆螺母二次紧固。6、施工要求:(1)必须加强光爆成型,通过合理布置周边眼,优化爆破参数,实现光面爆破。(2)锚杆安装要严格按设计锚杆位置进行点眼钻孔、锚注、挂网、压托盘上螺母。减磨垫圈必须被挤压变形,螺母扭矩不低于100Nm,锚杆外露于螺母外1040毫米。(4)掘进工作面与永久支护之间的距离最大1.6m,掘进班迎头打好护顶锚杆4根/排,间排距800800mm,如果顶板破碎时,加铺护顶网,压上钢带。临时支护为3根吊挂式撅顶道,撅顶道为长度3.2m,不小于15kg/m轻轨。使用时居中对称均匀分布,上方配方木接实,用木楔打足劲,方木间暴露顶面积不得大于
10、0.40.4m2。特殊情况下,撅顶道不好使用时,在找净浮矸情况下,用3棵小头160mm以上的圆木作安全点柱配规格道板戴帽。临时支护必须紧跟迎头,居中均匀布置,打足劲,木刹接实顶。所有人在有支护顶板下作业。严禁空顶作业。二 、支护断面图: 支护断面图(比例:1:50 ,单位: mm)第四章 爆破说明书1、 炮眼布置图:(单位:mm 比例:150)2、爆破说明书炮眼名称眼号眼深m装 药 量角度()雷管段数(段)雷管个数(个)封泥长度m联线方式块公斤水平垂直掏槽眼141.8442.410040.6串联辅助眼5111.6722.1007帮 眼12-191.6811.2308顶 眼20-221.6310
11、.45053底 眼 23-251.632.51.125 053角 眼26-291.6421.2354合 计2855.58.47529第五章 循环图表和劳动组织1. 循环作业图表:工序名称班次早 班中夜班 小时分钟8 9 10 11 12 13 14 15 16 验收交接班301同早班防尘、打眼452一炮三检、防尘、装药、放炮302敲帮问顶、临时支护152防尘、装运煤矸1202打锚杆、安装452整理工程301二、劳动组织:工 种出 勤 人 数在册人数循环时间夜班早班中班合计打眼工22268八 小 时放炮员11134电绞司机11134溜子司机11134维护员11134班 长11134井队干部111
12、34合计9992432第六章 主要经济技术指标项目单位数量掘进断面10.44净断面9.8循环进尺m16日循环数个6日进尺m9.6循环率%60平均月进尺m172.8锚杆用量根/ m125雷管耗量发/ m1625炸药耗量/ m5.2第七章 主要生产系统一、运输系统:(一)运煤系统:21004材料道东翼皮带大巷150一、二、三。四部皮带井底煤仓皮带上山主斜井地面。(二)运料系统:地面东风井井底车场回风轨道皮带联络巷东翼皮带大巷21004材料道。二、供电系统: 井底中央变电所东翼变电所21004材料道。三、压风系统:井底压风机东翼轨道运输大巷轨道皮带联络巷21004材料道。四、防尘系统:地面静压水池主
13、斜井井底车场+1730m轨道运输大巷轨道皮带联络巷21004材料道。 五、通风系统通风线路:地面主斜井、副斜井、新主井+1730m轨道运输大巷、皮带大巷轨道皮带联络巷东翼皮带巷局扇21004材料道轨皮、轨回联络巷东翼回风巷东翼总回风边界回风上山总回风平巷斜风井风硐地面。六、主要生产系统图示(附后)第八章 主要安全技术措施一、开窝准备:1、开窝前,施工单位必须编制好规程、措施。并组织职工学习,考试合格后方可上岗。2、严格按设计施工,如有变化应在开窝措施中注明,并经有关领导批准。3、测量部门在开窝通知单送达后,及时去现场按设计给好开窝位置和施工方向线,施工单位严格按方向线施工。4、开窝前,施工单位
14、应安装好风机,接好风袋并试运转,确保开窝前供风到迎头。并将防尘水管接至开窝处,上好防尘设施。5、开窝前,施工单位将压风、水管路接到位,电缆线吊挂整齐,机电设备穿鞋带帽并进行试运转。6、开窝前,施工单位将开窝地点周围20m范围内的杂物清理走,确保开窝口周围宽敞整洁,以防施工人员挤手碰脚。7、开窝地点若有电缆、风水管路及机电设备,都必须保护好后方可开窝,具体保护措施在开窝措施中说明。8、开窝前,施工单位应安装配备齐全各种安全设施,具备开窝条件方可开窝。9、开窝前,由矿生产管理部门、掘进测量组、安全检察科组织人员到现场检查会审是否具备开窝条件,未经上述部门同意,施工单位不得自行开工。二、钻眼部分:1
15、、打眼工应熟悉、掌握钻眼机具的结构、性能和操作的方法。2、钻眼前,要严格执行敲帮问顶制度,并用长把(L2m)工具找净帮顶浮矸危岩,加固好帮顶支护,严禁在无支护的顶板下打眼或从事其它工作。做到先检查,后工作,不安全不工作。3、严格按爆破图表打眼、装药、放炮。凡出现炮眼相互打透或不合格的炮眼,必须重新打眼。4、打眼前,先看好中、腰线,并根据中、腰线画出巷道轮廓线,确定炮眼位置。5、打眼时,要严格检查原炮眼,严禁套打已装药的炮眼或残眼,严禁对钎杆横向加压,谨防断钎子伤人。6、使用煤电钻打眼时,施工人员要将工作服袖口扎紧,防止绞衣袖拧手;使用风锤打眼时,要先检查风、水管路情况,各联接部位要上紧、拧实,
16、严禁骑在锤腿上打眼.领钎工要在打眼机具的一侧,不得站在钎下,认眼后及时后退至打眼机具后方,严禁风锤交叉打眼和人员从钎下通过,以防掉矸或断钎伤人。7、打眼工序不得与装药工序平行作业。8、打眼时若遇眼孔突然出水、出气等异常现象,应立即停止钻眼,不要拔钎子,并及时向矿和井队领导汇报,同时撤人,待查明原因,采取措施后再恢复工作.正常掘进过程中做到“有疑必探,先探后掘”,并降低循环进尺,实行探2米掘0.8m,确保施工安全。9、其它严格按操作规程执行。三、放炮部分:1、放炮员必须由经专门培训并考试合格的专职人员担任,持证方可上岗操作。2、放炮员必须根据生产计划批领雷管、炸药。运送、携带过程中要用专用药包分
17、开装运,避免冲撞和挤压.到达工作地点将炸药、雷管分别存放在专用的木箱内,并加锁保管,钥匙由放炮员随身携带,严禁乱扔乱放.炸药箱要放在警戒线以外帮顶支护较好,避开机电设备的地点。用剩的炸药、雷管应及时送交药库,不得私自存放、藏匿或随意丢弃。3、装配引药时,电雷管只许由药卷的顶部装入,不得用电雷管代替竹、木签扎眼.电雷管必须全部插入药卷内,严禁将电雷管斜插或捆挷在药卷的中部.同时,装配引药应选择在顶板支护较好,避开机电设备、线路、导电体及运输轨道附近的安全地点进行。4、放炮线与动力线等应分别吊挂巷道的两帮,并不得与任何导电体接触。放炮线不得有明接头、破皮等现象,接头不得超过两个,且必须用绝缘胶布包
18、裹好。5、装药时,先用掏勺或压缩空气清除炮眼内的煤岩粉,然后用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实,炮眼内的药卷必须彼此密接。6、炮眼封填必须使用水炮泥和粘土炮泥,封泥长度必须符合煤矿安全规程有关规定.放炮前后洒水防尘。7、装药后,必须把电雷管脚线悬空、电雷管脚线严禁与电气设备或导体相接触。放炮母线与雷管脚线联接,两接头要错开不小于200mm距离,以防放炮产生明火。8、装药工序不得与其它工序平行作业。全断面一次起爆;严禁一次打眼,一次装药分次放炮或一次打眼分次装药分次放炮,如需要预留光爆层或其它原因采取分次放炮,可以分次打眼分次放炮,但每一次打好的眼必须一次装药一次起爆完毕。9、放炮前
19、,放炮线必须扯够至放炮安全距离:煤及半煤岩巷不小于75m,岩巷不小于100m。放炮员要在帮顶支护较好且有掩体保护的安全地点放炮。10、每次放炮前必须由当班班长指定专人,在所有通往放炮地点的各通道内符合煤、岩巷放炮安全距离以外的安全地点设好警戒,禁止行人进入放炮警戒区域内,警戒人到位并将警戒范围内所有人员撤出后,由专人联系回话清楚后方可放炮,放炮完毕由班组长负责亲自撤除警戒人。否则,任何人不得随意下达放炮命令放炮和自行解除警戒。警戒处必须按规定配挂放炮警戒网、牌等标志。11、放炮前必须加固好迎头10m范围内的顶板;放炮后进入迎头沿途检查巷道帮顶支护情况,发现情况,应及时先行修护好后再进行其它工作
20、,修复前先用(L2.0m)的长把工具找净帮顶浮矸危岩,上述工作必须坚持由后向前进行的原则。12、放炮时,撤至警戒范围外人员必须在保险硐或有掩体保护的帮顶支护较好的安全地点躲避。13、联线和放炮必须由放炮员一人操作,严禁一人联线另一人放炮。放炮前后,放炮线必须扭结成短路,放炮器钥匙必须由放炮员随身携带。严禁用其它物品代替放炮钥匙。14、严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。15、严禁放明炮、糊炮和明电放炮。使用毫秒延期电雷管时,最后一段延期时间不得超过130毫秒。16、每次放炮前,放炮员最后离开放炮地点,并自迎头向后撤出所有人员至警戒线以外。17、放炮后要等炮烟吹散以后,经瓦斯员、班长、放
21、炮员到迎头检查瓦斯、通风、顶板、支架、拒爆、残爆等情况,无异常情况,施工人员方可进入迎头。施工人员进入迎头,要及时找净帮顶浮矸危岩,设置好临时支护并洒水防尘后方可进行其它工作。如遇放炮不响,放炮员必须摘掉放炮钥匙,并将放炮母线从电源上摘下,扭结成短路,并至少等15分钟后,方可沿线路进入迎头查找原因。18、处理拒爆时,严禁用手拉、镐刨、风吹、水冲或用钻具打眼掏药等方法处理拒爆,拒爆处理必须在班组长直接指导下进行,并应在当班处理完毕,当班处理不完需交下一班的,应由当班放炮员在现场向下一班放炮员交接清楚.在拒爆没处理完毕以前严禁在该地点进行同处理拒爆无关的工作。19、每次放炮后,进入迎头人员如发现迎
22、头有出水、出气、岩帮有挂红、挂汗或空气骤冷骤热等异常情况,应立即停止施工,并汇井矿井领导,待有关部门查清原因制定措施后,按措施要求施工。20、巷道距离透窝30m时,地测部门应发透窝通知单,并给好透窝位置。施工单位应提前制定透窝措施并进行传达贯彻。施工现场,严格按措施要求执行。每次放炮前,必须由当班班长指定专人,在所有通往透窝地点的各通道内符合煤、岩巷放炮安全距离以外的安全地点设好警戒,禁止行人从透窝处通过,警戒人到位并将警戒范围内所有人员撤出后,由专人联系回话清楚后方可放炮,放炮完毕由班组长负责亲自撤除警戒人。否则,任何人不得随意下达放炮命令放炮和自行解除警戒。21、其它方面严格按操作规程、安
23、全规程执行。 四、顶板管理与支护:1、巷道支护材料必须符合本规程规定或施工措施要求。施工时,锚杆间排距、角度应符合设计要求且布置成排成行;铁丝网必须崩紧拉直,前后、上下网压茬符合规程规定要求;顶板钢带不吊斜,两帮钢带垂直于顶板布置,且互相对应一致;托板放正压实,螺母上足劲,确保锚固力不小于设计(50KN)要求。2、施工人员进入迎头,必须先检查后工作,坚持敲帮问顶制度,并及时用长把工具(L2m)按由后向前由顶至帮顺序找净帮顶浮矸危岩及伞檐,找顶人应站在顶板支护完好的安全地点操作,并及时使用临时支护,严禁空顶作业。若有找不掉的危岩,要立即打上安全点柱,打上锚杆固定以后再拿掉安全点柱,然后方可进行其
24、它工作。3、每次放炮前,永久支护必须紧跟迎头。放炮后掘进迎头至永久支护间必须进行临时支护,临时支护为双排前探梁。临时支护必须紧跟迎头,居中均匀布置,打足劲。4、掘进循环进尺1.6m,临时控顶距离不大于1.6m;当顶板破碎时,循环进尺降为0.8m,临时控顶距离不大于0.8m。严禁空顶作业。5、在敲帮问顶、找顶、装药、联线、放炮、打设锚杆、扶棚或起吊重物时,当班班长要指定有经验的人员专门观察施工地点的顶板、巷帮及周围情况,发现险情,立即示警撤人至安全地点,待问题处理好后,方可继续施工。施工地点要保持后撤路线畅通无杂物,人员后退无障碍。6、锚杆间排距的布置、角度,应严格按支护图要求执行。施工顶板锚杆
25、眼,一定要使用短钎子(L1.0m),采取“短打长套”法施工。7、安装锚杆时,先用扫眼器扫净眼孔内的煤岩粉,然后用锚杆将药卷轻推至眼底,用搅拌器、煤电钻或锚杆机,通过联接套筒连接锚杆尾部,带动锚杆充分搅拌药卷并将锚杆推到孔底,时间为2030秒,到底后再搅拌23秒,稳住锚杆静等20秒后,再取下联接套筒,以防锚杆窜落击伤人,5分钟后开始上紧托盘,紧固螺母。托盘应紧贴岩面不得松动。锚杆间排距允许误差为50mm,锚杆角度允许误差为5;锚杆外露允许误差为露出丝扣1040mm。8、每次放炮前,应对迎头5米范围内锚杆进行二次紧固,螺母扭矩不小于100Nm,以防被炮崩坏;放炮后对松动或崩坏的锚杆要及时整理或补打
26、。每次放炮前必须加固好迎头10m的临时支护,放炮崩倒、崩坏的必须先行修复,修复后,方可进入迎头进行工作。修复时必须先检查顶帮,并由外向里进行。9、当班支护必须紧跟迎头;否则,下一班必须补打完上一班遗留的支护,并对上一班施工的螺母进行二次紧固,以确保螺母扭矩不小于100Nm,方可继续掘进。严禁空帮、空顶。10、加强工程质量检查验收,每班都应对施工质量按设计要求进行检查,发现问题的应及时采取补救措施。11、锚固剂的质量要定期抽检、监测,发现有质量问题应立即通知厂家改进,杜绝安全隐患。锚固剂的使用有异常情况时,班组长应及时向井矿汇报。12、正常情况下,每班应安排一名有经验的老工人巡回检查顶板情况,包
27、括迎头和路道的顶板动态。当迎头遇有地质条件变化,如过断层、顶板岩性松软、破碎有淋水或巷道压力明显增大时,若锚杆支护不能适应支护要求要及时采加强支护。若迎头顶板条件变好,应汇报有关领导组织业务部门现场会审,鉴定同意后,方可停止扶棚支护改为锚杆支护。届时,另补写安全施工措施。13、开窝施工三、四角门时,应缩小循环进尺、浅打眼、少装药、放轻炮或松动炮,并辅以手镐掘进,尽量减少对三、四角门的围岩破坏,并及时进行永久支护,尽量缩短三、四角门的顶板的空顶时间。14、巷道距离透窝30m时,地测部门应提前发透窝通知单到施工单位,并给好透窝位置,施工单位应提前加固好透窝处的支护,确保安全透窝。15、锚网前,将巷
28、道小于设计的突出部分及所有活矸找掉或用风镐打完。五、机电运输:1、各类机电设备的检查与维修都必须由经培训考试合格专职维护员担任。2、所有机电设备及线路均应达完好标准,管线吊挂严格按图牌板所标位置吊挂整齐,杜绝破皮漏电、鸡爪子、羊尾巴、明接头及失爆设备,发现问题及时处理。3、机电设备必须实行包机制,上板管理,责任到人,定期检修与保养,电气开关实行穿鞋戴帽,摆放整齐,并保持周围整洁卫生。4、严禁带电挪移和检修设备,停电要经有关部门和领导审批后方可进行,停电后,开关处要设专人看管,并挂上“有人工作,严禁送电”字样的标牌,未经检修人员同意,任何人均不得私自或强行送电。5、所有机电设备都必须有接地保护装
29、置。禁用铜丝等代替保险丝,严禁在综保内打木楔或直接将保护甩掉。6、127V手持式电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分,应有良好的绝缘性能。煤电钻综保必须有检漏、漏电闭锁、过负荷、短路远距离起动停止综合保护装置,并经常保持完好工作状态,7、三大保护应由专职人员管理,定期检查、试验并做好记录,由维护班长保存备查。8、临时轨道铺设应符合部颁标准,按巷道中线铺设平直,道板间距为中-中为1m,道板规格均为1200150150mm3的新木料;轨道轨距允许误差为-26mm;轨道接头间隙允许误差为5mm;轨道内错、高低允许误差为2mm;轨道水平允许误差为8mm;轨枕间距允许误差为1m,且均匀摆正。构件齐全
30、紧固。9、各种防跑车装置应符合有关规定,安装必须牢固可靠,采用地锚固定时,地锚规格数量必须符合要求,且要全长锚固,下车场常闭安全门要实现远控,由挂钩工在躲避硐内通过钢丝绳、滑轮等机构实现远控操作,耙装机后安全门要指定专人操作。安全门、道挡除过车时打开,其它时间均应保持常闭和挡车状态。10、斜巷运输,严格执行“走钩不走人,走人不走钩”制度,上、下车场和各甩道口必须安设声光兼备信号,走钩时红灯亮,斜巷内及下滑板所有人员均必须就近进入保险硐内躲避。11、严格按规定挂车,严禁超挂车,严禁人员爬车、蹬钩头。12、在车场内错车时,挂钩工必须集中思想,待车停稳后方可摘挂钩.挂钩工应侧身摘挂钩,并且脚距轨道要
31、至少200mm以上距离。13、各种安全设施应每班工作前检查一遍,一旦损坏应及时修复和更换。14、弯道运输要减速行驶并注意安全,严禁人员戗车.15、矿车掉道时,不准用电绞牵引拿道,要用长料(L2m)或千不拉拿道,同时遵守以下规定:1)电绞司机必须刹紧电绞制动闸把,不得离开电绞。2)拿道前,应在掉道车辆下方,使用直径不小于200mm,相应长度的木料打好支杆,以防车辆下滑。3)拿道前,应先检查掉道车辆连接是否完好,构件是否齐全,否则必须先行整改好,然后方可拿道。4)重车掉道,应先扒空车内的煤矸或卸下物料,然后方可拿道。5)拿道时,施工人员应站在掉道车辆上方侧,支护完好的地点操作。同时设专人观察车辆及
32、周围支护状况,发现险情及时示警撤人。6)车辆拿上道后,及时清理干净该处的浮煤(矸)及杂物。16、车辆通过风门时,先将风门打开,稳好风门,然后缓慢人工推车过风门,最后将风门缓慢关闭。严禁将两道风门同时打开或直接用车撞开风门或将风门打开后不及时关闭。17、每班开工前,由当班班、组长负责由外向里把所有的安全设施检查一遍,发现损坏及时安排处理好后再走钩,且班中应严格检查各安全设施的使用情况。18、使用溜子运输安全技术措施:(1)溜子铺设要平、直、稳,并且溜头、溜尾必须各打上2棵压柱,压柱使用小头直径不小于180mm相应长度的新木料;溜子各部件必须齐全,各联接部位,联接牢固,每班必须由专职人员对其检查一
33、遍,发现问题及时处理。溜头、溜尾不打压柱时,可各打2根直径20mm,长2.0m螺纹钢树脂锚杆使用树脂药卷全长锚固固定。(2)检修溜子前,必须停电,设专人看管开关,并挂有“有人工作,严禁送电”字样的牌子。卡链或紧链时必须使用紧链器或千不拉,不得用电机强行卡链、紧链.人员不得横跨正在运行的溜子,以防断链伤人。(3)溜子司机操作时要精力集中,注意溜子的运转情况,不得正对溜头或紧靠溜子操作,发现机器声音异常,必须停机检查,发现问题及时汇报处理。不得带负荷启动、停止溜子。(4)启动溜子前必须发出信号延点开溜子,严禁人员在溜子上行走或乘溜子,严禁用溜子运送物料。(5)溜头、溜尾、溜子中部三处回煤坑经常性地
34、清挖干净,保证机器有一个良好的运转环境,溜子转载点必须安设喷雾装置并正常使用。六、运输“四超”车辆措施:1、“四超”车辆是指装载“超长、超宽、超重、超高”的物料的车辆。2、运输“四超”车辆前,应编制具体施工措施,并贯彻落实。严禁无措施施工。3、施工措施中应明确行车路线、行车速度、施工负责人、牵引方式、串车数量、装卸要求、物料(设备)固定方式、特殊连接方法、推车注意事项、使用的车辆及其数量、物料的规格及其数量。4、“四超”物料应使用叉车或平板车装运,物料居中均匀放好,并保持重心居中,然后物料与车辆间用10#铁丝双股连接牢固;车辆前端和后端应挂反光标志。 5、运输过程中,不得停留,将物料送至规定地
35、点,必须将物料卸下,于安全地点码放好。6、使用的车辆必须保持完好,不完好的车辆严禁使用。7、人工推车时,前后两辆车间距不小于30m,推车人员保持手不离车,匀速前进,并检查前方路道,发现障碍物,必须停车,将障碍物搬开后,方可继续前进;车辆前方20m范围内有人时及车辆将通过三、四角门时,推车人员必须连续发出警号,并降低车度,缓慢通过。8、行车路线上的安全设施必须正常使用。车辆通过安全设施前,应检查安全设施规格是否大于车辆的规格,确认无误后,方可通过;通过时,严禁人员手扶安全设施。七、应急措施:1、冒顶前可能出现的预兆有:发出响声、顶板掉渣、片帮、出现裂隙、离层、淋水、漏顶等。现场人员发现这类现象后
36、,应立即将这类现象发生地点的人员撤至安全地点,尽快电话汇报矿井领导,听候安排;同时,由有经验的施工人员在安全地点继续观察,以掌握具体情况。2、掘进迎头出现顶板变化、煤层变软和地质构造时,应及时采取措施进行加强支护,并立即电话汇报矿井领导听候安排。3、若发生冒顶事故时,应立即电话汇报矿井领导,听候安排;同时,由有经验的施工人员采取措施立即加强支护冒顶区域外的巷道,以防事故继续扩大;若冒顶区域内埋有人员,严禁盲目直接救人,应由外向里逐排(棚)先进行临时支护后,方可开始救人;施工时,必须有专人负责指挥,并安排有专人监护施工地点的顶、帮情况;在施工前,应立即整理好风袋,确保施工地点正常供风,而且有害气
37、体浓度不超限。若冒顶区域向里至迎头的独头段还有人员,这些人员严禁盲目外逃,应立即开启压风供风,以防有害气体浓度超限,否则立即佩戴好自救器,然后静坐于支护完好处等待救援。4、透水前可能出现的预兆有: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、支架变形等。现场人员发现这类现象后,必须立即停止作业,电话汇报矿井领导,发出警报,沿避水灾的路线迅速撤出。5、其它按有关规定执行。八、过断层措施:1、施工单位及时编制专项过断层施工措施,并贯彻落实。2、由测量部门按要求及时于现场给好过断层的施工中、腰线,施工单位严格按要求施工。3、由地测部门及时
38、分析清楚断层的各个参数,以便指导施工。4、加强顶板管理,严格按施工措施规定施工。5、循环进尺和临时支护控顶距均降为一个排(棚)距。十、其它规定:1、专职工种持证上岗,不脱岗、不窜岗,严禁违章作业、违章指挥,且严格执行交接班制度。2、所有人员均要保护井下安全设施并自觉使用好,严禁违章作业和违章指挥。3、施工人员做好个人防护工作,佩戴好自救器及防尘口罩。4、所有工具、材料、机电设备等必须是合格品,否则不准发放使用。5、架运长重料时,施工人员要观前顾后,站稳抓牢,喊清口号,协调一致,以免伤人。6、巷道内材料堆放及其它机械、电器设备安装摆放位置距轨道应留有500mm以上安全距离。7、用千不拉起吊重物时
39、,起吊点要用20mm,L=2000mm螺纹钢锚杆配树脂药卷全长锚固,千不拉要灵活、完好,不滑链,起吊物下方及摆动范围内以及巷道下山一侧均不得有人。8、小电绞挪移时应用平板车装运,严禁用电绞自拉自。9、其它均按煤矿安全规程有关规定执行。第九章 局部通风设计及避灾路线一、局部通风设计:(一) 设计依据根据2007年年瓦斯等级鉴定结果:矿井瓦斯最大绝对涌出量0.42 m3/min,最大相对瓦斯涌出量1.86m3/t;矿井二氧化碳最大绝对涌出量0.55 m3/min,最大相对二氧化碳涌出量2.44m3/t。确定矿井属于低瓦斯矿井。(二) 通风系统及通风方式的确定: 1、通风系统: 地面主斜井、副斜井、
40、新主井+1730m轨道运输大巷、皮带大巷轨道皮带联络巷东翼皮带巷局扇21004材料道轨皮、轨回联络巷东翼回风巷东翼总回风边界回风上山总回风平巷斜风井风硐地面。2、通风方式: 采用压入式局扇供风。(三)、局扇选择:(1)风量计算。掘进工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速、人数进行计算,然后取其中最大值。炮掘工作面(1)、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:Q=100q绝K式中: q绝-瓦斯绝对涌出量,实测为0.47 m3/min K-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.8。则: Q=100q绝K=1000.471.8=84.6 m3/min=1.41
41、 m3/s(2)、按炸药量计算:Q=25A=258.475=211.875 m3/min=3.47 m3/s式中:A掘进工作面一次爆破的炸药量:8.475kg。(3)、按局部通风机的实际吸风量计算需要风量:煤巷掘进工作面:Q掘= Q吸+0.25S根据FBD-5.6/7.52型局部扇风机的实际吸风量为210-305 m3/min,取Q吸=250 m3/min。式中S-局扇安装处巷道断面积,取10.4m2。则:Q掘1= Q吸+0.25S60=210+0.2510.460 =366m3/min =6.1m3/s(4)、按人数计算Q掘= 4N 式中:N-掘进工作面同时工作最多人数,取10。则: Q掘=
42、 4N=410=40 m3/min=0.7 m3/s(5)、按风速计算:按最低风速验算:Q吸0.25S掘Q吸=250 m3/min= 4.166m3/S0.2514.5=3.625 m3/s按最高风速验算:Q吸4S掘Q吸=250 m3/min= 4.1m3/S4S掘=414.5=58 m3/S式中:S掘掘进巷道断面积,取14.5m2经验算掘进工作面局扇安装全风压风量取6.1m3/S,掘进面风量取Q2=250 m3/min满足煤矿安全规程要求二、一通三防安全技术措施: 1、系统内所有通车风门由使用单位设专人看管,任何人都不得随意破坏或将两道风门同时打开,以防风流短路,威胁安全生产。2、施工单位负
43、责风机安装风机,并设专人看管局扇,保证其正常运转,任何人都不得随意停开局扇,因工作需要必须停电时,应有专门措施和报告。 3、加强局部通风管理,要求风筒吊挂平直、无破口、无接头漏风等,风筒出口距迎头距离不得大于5米,保证迎头有效风量不得低于上述计算结果。4、所有局扇必须装有可靠的风电闭锁装置(或瓦斯风电闭锁),保证停电不停风,停风时能及时切断在掘巷道内的电源。 5、严格瓦斯检查制度,设专职瓦斯员并持证上岗,每班定点巡回检查瓦斯不小于两次,检查瓦斯点位置为: 进风流、工作面、扒装机处、回风流、高冒处。严格执行“一炮三检”及“三人联锁放炮”制,杜绝瓦斯超限作业和空班、漏检、假检现象。6、掘进工作面及其他工作地点风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止用电钻打眼,爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%, 严禁爆破。掘进工作面及其他工作地点风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员, 切断电源, 采取措施, 进行处理。7、施工单位在巷道上帮每隔5米打一个吊眼,用于吊挂防尘、压风管路,并及时延接,幷按规定设置三通阀门。要求防尘管路安装平直,吊挂牢固,严密不漏水。另将风流净化、扒装喷雾、放炮喷雾以及转载喷雾安装到位,并正常使用,发现损坏,及时维修。 8、施工单位使用好
限制150内