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1614运输顺槽作业规程

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目 录 .............................................................................................................................................. 1 第一章 概况................................................................................................................................. 3 第一节 概 述............................................................................................................... 3 第二节 编写依据................................................................................................................. 3 第二章 地面位置及地质情况 ..................................................................................................... 4 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 ..................................................................... 4 第二节 煤(岩)层赋存特征 ............................................................................................. 4 第三节 地质构造................................................................................................................. 5 第四节 水文地质................................................................................................................. 5 第三章 巷道布置及支护说明 ..................................................................................................... 6 第一节 巷道布置................................................................................................................. 6 第二节 矿压观测................................................................................................................. 7 第三节 支护设计................................................................................................................. 8 第四节 支护工艺............................................................................................................... 14 第五节 临时支护............................................................................................................... 17 第四章 施工工艺....................................................................................................................... 18 第一节 施工方法............................................................................................................... 18 第二节 凿岩方式............................................................................................................... 18 第二节 凿岩方式............................................................................................................... 19 第四节 装载与运输 ........................................................................................................... 20 第五节 管线以及轨道敷设 ............................................................................................... 22 第六节 设备以及工具配件 ............................................................................................... 23 第四章 生产系统....................................................................................................................... 24 第一节 通 风............................................................................................................. 24 第二节 压 风............................................................................................................. 26 第三节 瓦斯防治............................................................................................................... 27 第四节 综合防尘............................................................................................................... 27 第五节 防 灭 火............................................................................................................... 28 第六节 安全监控............................................................................................................... 29 第七节 供 电............................................................................................................. 30 第八节 排 水............................................................................................................. 31 第九节 运 输............................................................................................................. 32 第十节 照明.通信和信号 ................................................................................................. 32 第六章 劳动组织及主要经济技术指标 ................................................................................... 33 第一节 劳动组织............................................................................................................... 33 第二节 作业循环............................................................................................................... 33 第三节 主要经济技术指标 ............................................................................................... 34 第七章 安全技术措施............................................................................................................... 35 第一节 一通三防............................................................................... 错误!未定义书签。 第二节 顶 板............................................................................................................... 35 1

第三节 爆 破............................................................................................................... 39 第四节 防治水..................................................................................... 错误!未定义书签。 第五节 机 电............................................................................... 错误!未定义书签。 第六节 运 输............................................................................... 错误!未定义书签。 第七节 前探钻孔施工 ......................................................................... 错误!未定义书签。 第八节 打 眼............................................................................... 错误!未定义书签。 第九节 支 护............................................................................... 错误!未定义书签。 第十节 通风监测仪表位置及断电范围 ............................................. 错误!未定义书签。 第八章 避灾路线......................................................................................... 错误!未定义书签。 第一节 避灾路线................................................................................. 错误!未定义书签。

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第一章
第一节 概

概况


巷道名称为六采区 1614 运输顺槽, 是将来 1614 工作面采煤期间 的运煤巷道(安装胶带输送机巷道) 。本巷道设计长度为 1675m,巷 道总体呈下山巷道,坡度为 3 度至 5 度。服务年限同本工作面,属于 回采巷道。开工时间约为 2013 年 8 月底,竣工时间约为 2014 年 3 月 中旬。 附图一:巷道布置平面图。

第二节
一.编写依据以及参考资料如下: 1.《煤矿安全规程》2011 版。

编写依据

2.地质资料的依据是《陕西苍村煤业有限责任公司苍村平峒 1614 工作面掘进地质说明书》 ,批准时间 2013 年 6 月 23 日。 3.设计依据是《陕西苍村煤业有限责任公司 1614 工作面设计图 纸》 ,批准时间为 2013 年 6 月 22 日。 4.探放水依据参考 《陕西苍村煤业有限责任公司 1614 掘进工作面 探放水设计》 ,批准时间为 2013 年 6 月 23 日。 二.矿压观测资料根据六采区 1612 运输顺槽以及回顺顺槽压力显现 来布置本巷道的支护形式和方法。

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第二章
第一节

地面位置及地质情况

地面相对位置及临近采区开采情况

巷道井下位置及四邻关系:工作面标高为 950m-980m;巷道布置 方向为东西布置;巷道东面为六采区总回风巷,南为 1614 回风顺槽, 西为划拨区井田范围,北为 1612 回风顺槽(为掘进巷道) 。本巷道在 掘进期间不受任何其他巷道采掘的影响。 巷道地面位置及临近情况:地面标高为 1075m-1210m;施工区地 面位于上常村以北,沟西村以北塬面耕地及林地,煤层以上有 2 层含 水层,工作面穿过圪塔沟南坡及沟底,地表郑家河水库支流延伸至圪 塔沟沟底。 本巷道在掘进穿过郑家河水库支流期间要做好防水以及探水工 作,确保安全施工。 附图二:工作面井上下对照图

第二节

煤(岩)层赋存特征

本巷道为近南北走向,向西倾斜的复式单斜构造,煤层呈现波 浪状起伏,但角度不大,对生产影响甚微。本巷道高度为 2.4m,上 部为 1.2m 的岩层,下部为 1.2m 的煤层。巷道底板与煤层底板一致。 顶板说明:老顶为细砂岩,厚度 2.75m,灰白色长石石英砂岩, 具粉砂.泥岩条带;直接顶为泥岩,厚度为 7.25m,黑灰色以泥岩为 主,微斜层理,层面多云母;伪顶为泥岩,厚度为 0.02m,灰黑色炭

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质泥岩;直接底为砂岩,厚度为 2.30m,灰白色砂岩,顶部含植物根 部化石碎片;老底为粉-泥岩,厚度为 3.25m,泥岩为灰黑色,砂岩 为灰-灰白色。 工作面掘进期间地温正常,地压正常。工作面属于低瓦斯,但仍 需加强观测,以防瓦斯积聚威胁安全生产。煤尘有爆炸性,煤尘爆炸 指数为 33.98。井下无自然现象,地面自然发火期 6-8 个月。工作面 掘进期间最大涌水量为 0.12t/min,最小涌水量为 0.083t/min。 附图三:1614 工作面岩层综合柱状图。

第三节

地质构造

煤层为南北走向,向西倾斜的复式单斜构造。巷道布置方向为 东西布置;巷道东面为六采区总回风巷,南为 1614 回风顺槽,西为 划拨区井田范围,北为 1612 回风顺槽(为掘进巷道) 。本巷道在掘进 期间不受任何其他巷道采掘的影响。 附图四:断层平.剖图。

第四节
一.水文地质情况。

水文地质

岩层含水性:该区域内地表无明显水体,地下有三个含水层。分 别为第四系黄土潜水含水层 (覆盖于基岩顶面组成黄土塬之松散堆积 物,由亚粘土.亚砂土及数层钙核层组成,单位涌水量 q=0.0018 升/ 秒米,为重碳酸钠(钾)钙镁型淡水).中下侏罗统延安组砂岩裂隙

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承压含水层(灰白色长石石英砂岩,单位涌水量 q=0.00374 升/秒米, 区域内主要含水层).三叠系延长群砂岩裂隙承压含水层(由灰白. 灰绿色中细粒帮岩为主夹深灰.灰绿色泥岩组成,单位涌水量 q=0.0018 升/秒米) 。 以上三层中 1.2 两层在 2 号煤层以上,由于岩层存在裂隙,加之 施工影响,应做为防治水工作面重点,第三层在 2 号煤层以下,且含 水性较弱,为本区的次要充水因素。根据六采区以往掘进情况,判断 煤层有含水现象,涌水量较小,对施工基本无影响。 地下水的补给,迳流与排泄:本施工区域地下含水层主要为黄土 层底部潜水含水层和煤层顶板承压含水层, 其中黄土层底部潜水含水 层为本施工区域主要含水层,受大气降水影响较大。该区黄土潜水较 丰富, 在施工过程中结合矿井防讯安排, 严格执行探放水设计规范要求, 井下防排水设施及设备要准备到位,防止矿井水灾事故的发生。 地面水文情况:1614 工作面上部地表有圪塔沟,沟底有郑家河水 库支流经过,对井下水源具有一定补给作用。

第三章

巷道布置及支护说明
巷道布置

第一节

巷道是高度为 2.4m 的矩形巷道,巷道上部为 1.2m 的泥岩,巷道 下部为 1.2m 的煤层。巷道掘进期间以煤层底板为巷道底板为准。巷 道断面为矩形巷道,坡度呈 3 度到 5 度的下山巷道。六采区 1612 运 输顺槽口朝北 170m 处开口。
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巷道前 800m 断面布置: 掘进断面面积 7.92 ㎡, 净掘面积为 7.35 ㎡,巷道高度为 2.4m,上宽为 3.6m,下宽为 3.6m 矩形巷道; 巷道后 800m-1675m 之间断面布置:掘进断面面积 6.6 ㎡, 净掘面 积为 5.88 ㎡巷道高度为 2.4m,上宽为 3.0m,下宽为 3.0m,矩形巷 道。 巷道硐室布置: 巷道内每间隔 90m, 向左开帮作配电硐室 (长 10m, 宽 4m) ; 在开口向下 800m 处设一个泵站.移变硐室 (长 30m, 宽 4.6m) ; 每间隔 400m 打材料硐室一个(长 10m,宽 4m) 。 附图五:巷道剖面图; 附图六:巷道开口大样图。

第二节
一.矿压观测内容:

矿压观测

六采区 1612 运输顺槽矿压观测的主要内容有: 顶板离层仪的观测. 顺槽内锚杆拉力试验观测.锚索拉力试验观测以及支护质量动态监测, 底板及两帮变形相对移近量的监测。根据观测结果对工作面顶板活动 规律.来压特征,工作面锚杆.锚索受力特点,顶板的稳定性支护质量 等进行定期分析,并进一步确定工作面锚杆的布置和锚索的布置。 二.矿压观测方法: 1.顶板离层仪的安装:在巷道内每间隔 100m 安装顶板离层仪一 个,在断层带安装顶板离层仪一个,在复杂的地质条件内增设顶板离 层仪。

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2.锚杆.锚索的拉力试验:锚杆抽查率为 3%,锚索的抽查率为 10%。进行受理分析,确定顶板的拉亚情况。 3.技术人员的随时对各种设备的受力分析的数据记录。 三.支护质量的监测: 由各个科室的技术人员对锚杆的拉力和锚索的拉力进行拉力试 验,确保锚杆和锚索的拉力都在设计范围内。对顶板离层仪的度数进 行分析。 四.矿压观测时间: 1.以三天为准,每三天进行对顶板离层仪的度数进行观测。 2.以巷道长度为准,每 50m 抽检锚杆和锚索的拉力,以及帮锚杆 的拉力进行试验。

第三节

支护设计

一.确定巷道支护形式:根据地质资料分析,煤层直接顶为中等稳定 顶板,适合锚网支护。为了将锚杆加固的组合梁悬吊于坚硬岩层或压 力平衡拱内,需用锚索做辅助支护。根据现有巷道的支护经验,巷道 选用矩形断面,锚网.锚索联合支护。 二.支护参数设计: 1.采用类比法选择支护参数, 根据地质资料和邻近巷道的支护经 验,支护锚杆选用Φ 16 ㎜×2000 ㎜麻花锚杆,间距巷道为 800 ㎜; 排拒均为 1000 ㎜。帮锚选用Φ 16 ㎜×1000 ㎜麻花锚杆和Φ 18 ㎜× 1000 ㎜玻璃钢锚杆,间距为 800 ㎜,排拒为 1000 ㎜。锚索均选用Φ

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15.24 ㎜×6000 ㎜.1860 级低松弛钢绞线,沿巷中部布置两排,排距 3000 ㎜, 间距 1200 ㎜。 锚杆锚固力不小于 50KN, 扭力矩不小于 100N.m; 帮锚杆锚固力不小于 30KN,扭力矩不小于 60N.m;锚索预紧力不小于 120KN,锚固力不小于 230KN。 2.计算法校核支护参数: (1).锚杆长度校核:顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体作 用,达到支护效果的条件,应满足: L≥L1+L2+L 式中 L----锚杆总长 m L1----锚杆外露长取 50 ㎜ L2----有效长度(顶锚杆免压拱高 b,帮锚杆煤帮破碎深度 c) m L3----锚固端深度(顶锚杆取 500 ㎜,帮锚杆取 300 ㎜) 普氏免压拱高: b=[B/2+Htan(45o-ω 帮/2)]/f 顶 式中 ㎜ B.H 巷道掘进宽和高 (按最宽巷道效验) , H=2400 ㎜; f 顶-------顶板岩石普氏系数取 3 煤取 2 B=5500

ω 帮------两帮围岩的内摩擦角取 45o b=[5500/2+2400×tan(45o-45o/2)]/3=1250 ㎜ C=2400×tan(45o-45o/2)]/2=497 ㎜ 依据上述计算顶锚杆长度 L 顶≥50+500+1250=1800 ㎜
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帮锚杆长度 L 帮≥50+300+497=847 ㎜ 所选锚杆长度满足要求。 (2).锚杆锚固力效验: 锚固力就是锚固剂与锚杆的粘剂力.锚固剂与锚孔的粘结力及锚 杆的抗拉力的最小值确定的,再考虑一定的安全系数来计算。 顶锚杆锚固长度 500 ㎜,锚杆直径Φ 16 ㎜,锚固段岩锚孔直径 40 ㎜。 帮锚杆锚固长度 300 ㎜ 径 40 ㎜。 锚固力 P=(P1,2)/K 锚固剂与锚杆的粘结力 P1,2=Φ 1,2 ×π ×L3×T1,2 式中 P1--- 锚固剂与锚杆的粘剂力 KN 力 KN Φ 1 ----锚杆直径㎜ Φ 2----锚固段锚孔直径㎜ L3--------锚固段长㎜ 顶锚杆为 500 ㎜ 帮锚杆为 300 ㎜ Τ 1----锚固剂与锚杆的粘结强度 N/㎜ 2,取 5 Τ 2-----锚固剂与锚孔的粘结强度 N/㎜ 2,煤孔取 1.2,岩孔取 1.8 K----安全系数取顶 1.5-2 帮取 1-1.3 顶锚杆锚固力验算: 锚固剂与锚杆的粘结力 P1=16×π ×500×5=125600N=125.6KN
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锚杆直径Φ 16 ㎜,锚固段与煤锚孔直

P2----锚固剂与锚孔的粘结

锚固剂与锚孔的粘结力 P2=40×π ×500×1.8=113040N=113KN 则 P=(P1,2)/K=113/2=56.5KN 大于 50KN 帮锚杆锚固力验算: 锚固剂与锚杆的粘结力 P1=16×π ×300×5=75360N=75KN 锚固剂与锚孔的粘结力 P2=40×π ×300×1.2=45216N=45KN 则 P=(P1,2)/K=45/1.3=35KN 大于 30KN (3).锚杆抗拉力: P3=π /4×Φ 2×σ
T

P3---锚杆破断力 KN σ T---锚杆抗拉强度 N/㎜ 2 取 375(金属锚杆) Φ ----锚杆直径㎜ 取 16

则 P3=π /4×162×375=75360N=75KN 大于 50KN 满足要求。Φ 18 ㎜的玻璃钢锚杆, 强度优于同等规格的金属锚杆, 所以更能满足要求。 (4).锚杆间排距校核: 按锚杆最小密度校核 排拒 m=1000 ㎜=1m 间距 n=800 ㎜=0.8m

每根锚杆支护的顶板面积为:S=m×n=0.8m2 锚杆悬吊的岩体厚度为最大压力拱高:h=b=1.25m 岩体容重 r=25KN/m3
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每根锚杆最大载荷:P=S×h×r=0.8×1.25×25=25KN 小于 50KN,满足要求。帮锚同理校核满足要求。 (5).悬吊理论校核锚索参数 ①锚索锚固力校核:锚固端校核 P 索=Φ 索,孔×π ×τ 式中
索,孔

×L3

P 索 ----锚索锚固力 KN

Φ 索----锚索直径㎜ 取 15.24 Φ 孔------锚索孔径㎜取 28 τ


----锚索与锚固剂粘结强度 N/㎜ 2 取 10

Τ 孔------锚固剂与锚孔粘结强度 N/㎜ 21.8 L3 ------锚索锚固段长㎜ 锚索与锚固剂粘结力: P 索=15.24×π ×10×1800=861364N=861KN 锚固剂与锚孔粘结力: P 索=28×π ×1.8×1800=284860N=284KN 锚固端计算锚固力大于 230KN,满足要求 锚索强度校核:
P 断 ——锚索的最低破断力 N f a ——钢绞线抗拉强度, N

设计 1800

mm2

(1920MPa,合 1883.52 N

mm2



d1 ——锚索钢绞线直径 取 15.24mm P 断 = d1 /4×π ×1883.52=343407N=343KN
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实际大于设计 230KN,满足要求 锚索间排距校核:
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根据悬吊理论,锚杆坚固层失效后,锚索同巷两帮角锚杆一起发 挥悬吊作用,来承担锚杆坚固层失效岩体的载荷。可用公式: 锚索间距 L=nF2/[BHr-(2F1sinθ )/L1] 式中 L------锚索间距 m n------锚索排数 2 F2-----锚索设计锚固力取 230KN B------巷道最大宽度㎜取 4m H------巷道冒落高,按最严重冒高取 2m F1------锚杆设计锚固力取 50KN L1------锚杆排拒取 1m θ ------角锚杆与顶板夹角取 75? Г -----顶板岩石容重取 25KN/m3 则 L=2×230/[4×2×25-(2×50sin75?)/1](2 排锚索) =4.4m L=230/[4×2×25-(2×50sin75?)/1](2 排锚索) =2.2m 通过计算 2 排锚索间距不超过 4m 就可满足要求。 单排锚索间距不超过 2m 就可满足要求。因此设计锚索都满足要求。

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第四节
一.支护材料的详述:

支护工艺

1.顶锚杆: 长度为 2.0m,直径为 16mm, 锚杆麻花螺纹长度 0.3m。 2.帮锚杆: 长度为 1.0m,直径为 16mm, 锚杆麻花螺纹长度 0.3m。 3.玻璃钢:长度为 1.0m,直径为 18mm,全身麻花螺纹。 4. 锚 索 : 长 度 为 6.0m , 直 径 为 15.24mm , 麻 花 螺 纹

1.0m,,1860N/mm 级底松弛钢绞线。 5.铁托板:长宽均为 120mm,厚 8mm。 6.顶托梁:长 0.6m,宽 0.1m,厚 0.1m 的废旧钢梁改制而成。 7.锁 具:OVM15-1 型的单孔锁具。

8.顶网片:长度为 3.6m,宽为 1.0m,12 号铁丝呈菱形网。 9.帮网片:长度为 2.4m,宽为 1.0m,12 号铁丝呈菱形网。 10.钢塑网:网孔呈菱形状,长度为 6.0m,宽 1.0m。 11.锚杆锚固剂:树脂锚固剂,型号为 MSck3530. 12.锚索锚固剂:树脂锚固剂,型号为 MSck2360. 13.玻璃钢锚固剂:树脂锚固剂,型号为 MSck2335. 二.开口至 800m 巷道的支护布置以及参数: 1.锚杆布置:锚杆排距 1.0m,每排布置 5 根锚杆,锚杆间距为 0.8m。延巷道中心布置一根锚杆,再依次左右各 0.8m 处.1.6m 处布 置锚杆。靠近两帮的锚杆倾斜打入顶板,倾角为 15 度。 2.铁丝网布置:一米一张铁丝网,网与网之间用 12 号铁丝绑扎, 绑扎不少于 8 处。
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3.锚索布置:沿巷道中心两侧 0.6m 处布置两排锚索,两排锚索 呈迈步形式布置,每排锚索内间距为 3.0m。 4.帮锚布置:巷道进风左手帮布置钢塑网和玻璃钢混合支护;巷 道进风右手帮布置锚网支护。顶板以下 0.7m 处打第一排帮锚,顶板 以下 1.5m 处打第二排帮锚,每排帮锚内之间的距离为 1.0m。 三.巷道 800m-1675m 之间的支护布置以及参数: 1.锚杆布置:锚杆排距 1.0m,每排布置 5 根锚杆,锚杆间距为 0.7m。延巷道中心布置一根锚杆,再依次左右各 0.7m 处.1.4m 处布 置锚杆。靠近两帮的锚杆倾斜打入顶板,倾角为 15 度。 2.铁丝网布置:一米一张铁丝网,网与网之间用 12 号铁丝绑扎, 绑扎不少于 8 处。 3.锚索布置: 沿巷道中心布置一排锚索, 每排锚索内间距为 2.0m。 4.帮锚布置:巷道进风左手帮布置钢塑网和玻璃钢混合支护;巷 道进风右手帮布置锚网支护。顶板以下 0.7m 处打第一排帮锚,顶板 以下 1.5m 处打第二排帮锚,每排帮锚内之间的距离为 1.0m。 四.支护要求: 1.锚杆要求:按设计要求安装,锚杆外漏长度从托板算起不大于 50mm。锚固力顶锚杆不小于 50KN,帮锚杆不小于 30KN。螺母扭矩, 顶锚杆不小于 100K.m, 帮锚杆不小于 60N.m.顶锚杆角度不小于 75°, 边锚杆向帮外斜 75°,遇裂隙时,锚杆要尽量垂直于裂隙面;帮锚 杆垂直巷帮布置,木托板垂直于顶底板。顶锚杆每孔使用 2 个树脂药 卷,帮锚杆每孔使用 1 个药卷。安装锚杆时将锚固剂外包装袋去掉,
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用锚杆体顶住送至孔底, 启动搅拌器, 边旋转搅拌边均匀推进到孔底, 搅拌时间为 30~45s(中速型树脂锚固剂).15~25s(快速型树脂锚固 剂) 。搅拌停止后,等待 90~180s,卸下搅拌器上托板.拧紧螺母.锚 杆间排距误差不超过±0.1m。顶锚杆孔深为 1930mm,帮锚杆孔深为 950mm。顶锚杆均采用边掘边锚,即“掘锚紧跟” 。必须是先打顶 锚杆后,再打帮锚杆。 2.铺联网要求:顶帮网长边垂直巷道中线铺设。相邻网必须 对接,每隔 200mm 用 12 号双股铅丝连接一道,拧紧不少于 3 圈。 3.锚索支护要求 :打锚索使用 MQT-85 型风动锚杆钻机,打眼 前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻 杆折断。锚索眼深 5.8m,药卷搅拌时间按药卷使用说明书,严禁 随意截短药卷或钢绞线。锚索承载能力应在 230kn 以上,张拉预 紧力为 120kn(使用 FSL-50 型风动锚索泵时,压力表读数必须达 到 24MPa 以上) 。锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置, 外露长度不超过 200mm 。锚索施工紧跟掘进头支设。锚索预紧时, 必须用电动泵或风动泵,严禁用手动泵。 4.锚杆支护工艺及要求 :锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力 矩和锚固力达到要求。巷道超挖过 300mm,必须在其旁边补打锚杆. 锚杆头螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证 锚固 质量。煤体锚杆眼必须用掏勺将眼内煤粉淘净。 5.锚索支护工艺及要求:装卸钻杆必须在钻机停止运转的情况下 进行。搅拌器一定要插入钻机底,钢绞线要插进搅拌器底部,注药卷
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过程中要专人护住钢绞线,以防甩脱钢绞线发生伤人事故。钢绞线锚 固后,及时上托板预紧托梁。张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴 线。如巷道较高需搭设架时,必须搭设牢靠,不允许站输送带上锁锚 索。 6.交叉点施工要求:巷道丁字口.十字口均用锚杆.菱形网.锚索进 行联合支护,丁字口.十字口(开口处.透口处)要及时补打锚索,采 用“三花式” (丁字口)和“五花式” (十字口)布置。若顶板破碎或 压力大时,根据顶板情况适当加密锚索,布置 6~10 根。 附图七:巷道支护示意图。

第五节
一.相关技术参数:

临时支护

1.临时支护:运用前探梁进行临时支护; 2.前探梁配件标准:吊环6个,前探梁2根(?108㎜×5000mm无缝钢 管);背板(2400mm×100mm×70㎜)4根,大木楔(280mm×170mm× 120mm)8个组成; 3.前探梁使用方法:首先将吊环固定在注好的锚杆上(3个吊环布 置在一条线上,间距为2m),再将前探梁插入吊环内。两根前探梁平 行布置,距离为两倍的锚杆间距(2×锚杆的间距)。 4.前探梁质量检查:吊环的螺帽与锚杆是否紧固;吊环是否有破 损;吊环的间距是否标准;钢管是否破损;背板与顶板是否紧贴。 5.临时支护使用方法:放炮完毕后, 先进行敲帮问顶确保工作面安

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全。再松开最后一个吊环,将钢管由后往前推至工作面顶头,开始刹 顶,用背板和木楔将顶板刹实.背严。所有工序准备妥当后在开始打 锚杆永久支护。 附图八:临时支护示意图。

第四章
第一节
一.巷道施工方法:

施工工艺
施工方法

由于巷道属于半煤岩巷,所以在掘进期间,巷道底板沿煤层底板 掘进。巷道高度控制在 2.3m-2.4m(高度根据顶板岩层的里层进行控 制,确保顶板平整,完好) 。坚硬岩层周边眼距为 350mm-400mm,抵 抗距 400mm。煤层眼距控制在 300mm,抵抗距为 400mm。 二.非正常巷道的掘进方法: 当巷道断面加大时(宽度加宽时) ,必须增加锚杆数量和锚索数 量,保证顶板的完整性,确保施工人员的安全。 三.施工流程; 交接班→安全检查→敲帮问顶→检查断面尺寸→断面轮廓定位 →打眼→放炮.排烟→验炮→临时支护→打锚杆→挂网→出煤→打锚 索(锚索紧跟工作面) 。 (每 2.0m 一个循环) 。

第二节

凿岩方式

本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。
18

1.大眼机具。采用 MZ-1.5 型煤电钻打眼,打锚杆使用 MQT-85 型 风动锚杆机,安注锚杆时也使用 MQT-85 型风动锚杆机。 2.凿岩施工。施工单位为专业的工作队,迎头配备 2 台煤电钻, 实行定人.定钻.定眼位.定任务.定时间责任制, 分区打眼, 自下而上。 各工种要相互配合好, 能平行作业的要尽量平行作业, 以做到不怠工. 不窝工,充分利用工时,提高工作效率。

3.降尘方法。湿式打眼,装煤洒水,放炮时使用水炮泥,加强
个体防护装置,加强各种防尘设施的管理,确保正常使用。

第二节
一.炸药.雷管:

凿岩方式

使用二级煤矿许用粉状乳化炸药,型号为直径为 32mm,每根重 量为 200g; 1-5 段毫秒延期电雷管, 电雷管必须固定编号, 1.2.3.4.5 分别对应雷管颜色为红.黄.蓝.白.绿。 二.装药结构:采用反向装药结构。 三.起爆方式:FD-100DA 型发爆器引爆,连线方式为串联联线。 四.炮眼布置: 1.巷道设计循环进尺为 2m; 2.炮眼布置分为掏槽眼.辅助掏槽眼.周边眼和辅助眼。 掏槽眼——布置在巷道腰线以下,采用 2 对水平楔形掏槽,每对 眼口距为 1.0m,眼底距为 0.2m,排距为 0.5m,眼深 2.2m。 辅助掏槽眼——布置一对水平楔形掏槽,眼口距为 1.4m,眼底

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距为 1.0m,布置在 2 对掏槽眼之间。 周边眼——帮眼及顶眼均匀的布置在掘进巷道断面轮廓线上眼 距 0.5m,眼深 2.2m;底眼落在轮廓线外 0.1m 处,眼距 0.4m,眼深 2.2m。 五.爆破技术要求: 1.严格按照中线画好巷道轮廓线; 2.周边眼口点在掘进轮廓线上, 眼底落在巷道轮廓线以外 1.05m; 3.严格按照要求装药, 尤其是周边眼; 严格按照要求的顺序联线; 4.严格按爆破图标打眼,尤其是周边眼和二圈眼,控制好间距和 角度。 附图九:炮眼布置图; 附图十:爆破说明说; 附图十一:装药结构图。

第四节
一.装岩(煤)方式:

装载与运输

1.巷道在掘进过程中,又人工攉煤至工作面的刮板输送机上。 2.利用本矿自制大掀进行拉煤至刮板输送机上。 (大掀——类似 一个铲板形式,铲板上部焊接手持把。大掀由一股钢丝绳牵引,钢丝 绳前端固定一短棒。攉煤期间,先将刮板输送机启动,再将短棒压在 刮板上。利用刮板输送机拉动铲板进行攉煤。 二.攉煤期间的要求:

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1.在人工攉煤前,一定要打好刮板输送机机头机尾的压柱和地 锚,确认安全后才能攉煤。 2.人工攉煤范围内,必须认真作好自保和互保工作,确保“三不 伤害”制度的惯彻落实。 3.攉煤时必须面向机尾,并注意观察机械和顶板变化情况。 4.攉煤要攉到硬底.硬帮,不留底角.伞檐,并清净溜子两侧的浮 煤。 5.攉煤中发现未起爆的药.管必须拣出,交给放炮员保管,严禁 乱扔乱放;发现瞎炮及时报告班长,让打眼工.放炮员及时处理,禁止 用镐挖,锨铲或用手拽及掐断脚线。 6.出煤时必须做到“四不装”即溜子停了不装;溜子运转不正常 不装;矸石不装,直径超过 300 ㎜的大块煤不装,砸碎再装。 三.运输方式以及线路:

运输方式——由刮板输送机和胶带输送机交替使用。
运输线路: 1.排矸线路——工作面刮板输送机→顺槽胶带输送机→皮带巷胶 带输送机→分矸器→1614 回风顺槽排矸刮板输送机→总回风排矸刮 板输送机→15 号矸仓刮板输送机→15 号矸仓→皮带巷胶带输送机→ 14 号矸仓。 2.输煤线路——工作面刮板输送机→顺槽胶带输送机→皮带巷胶 带输送机→13 号矸仓。 附图十二:输煤线路和排矸线路图。
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第五节
一.各种管路要求与规定:

管线以及轨道敷设

1.风筒:布置在巷道进风流的右手侧。每 50m 为一节风筒,每 5m 有一个吊环悬吊在顶锚杆下部。 风筒口距工作面尽头不大大于 8m。 2.风.水管路:布置在进风流的右手侧。自上而下依次为Φ 50 压 风管Φ 50 供水管Φ 50 排水管。吊挂间距为 3m 一个吊环。吊环固定在 滑联螺栓上,螺栓固定在锚杆的三角铁上。管头距工作面不得大于 30m。 3.缆线:布置在进风流的左手侧。自上而下依次为监测监控.通 讯线缆.信号照明.动力电缆。吊挂间距 5m 一个。电缆钩固定在滑钢 丝绳上,钢丝绳固定在锚杆的三角铁上。 二.轨道敷设技术要求; 1.材料:轨道为 18kg/m,枕木 0.15m×0.15m×1.2m,轨道夹板, 螺栓,道钉等。 2.轨道:轨道敷设在进风流的左手侧。敷设必须符合《质量标准 化验收标准》中的规定,使用 18kg/m 的钢轨配合道木,轨道间距为 600mm。轨道链接头的间隙不超过 5mm,连接处内外不大于 2mm; 2.枕木:两枕木中心与中心之间的距离为 700mm,由于枕木长短 不一,所以枕木右手侧枕木头为一条线。遇到轨道连接处,下部枕木 必须使用双枕木。 3.连接元件:道夹板必须与轨道卡紧.吻合完好, 不得使用不配套 的道夹板;每个道夹板的四条螺栓必须正反正反布置,严禁一个方向
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布置。 4.螺栓:必须紧固可靠,丝口上紧。

第六节
一.主要设备:

设备以及工具配件

1.2 台局部通风机——FBDNO5.5/2×75kw; 2.一部胶带输送机——DSJ80/40/2×75; 3.一部刮板输送机——SGB-620/40; 4.2 台风动锚杆机——MQT-85; 5.1 台馈电开关——DW-80-35; 6.一台移动变电站——KBSGZY630; 7.3 台煤电钻——MZ-1.5。 二.主要工具: 1.铁锨 6 张 ,洋镐 3 把,大锤 2 个,撬杠 4 根,2m 钻杆 2 根, 1.5m 钻杆 2 根,大锨 3 张,锚索钻杆 8 根,加力杆 1 个,锚索张紧 器 1 个,剪毛器 1 个,锚杆拉力器 1 个。 三.备用设备 : 电机 2 台,减速箱 1 个,机尾 2 个,机尾滚子 2 个,过渡槽 2 个, 油包 4 个,锚索机 2 台,一轴 2 个。

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第四章
第一节
一.工作面风量计算:

生产系统
通 风

通过按照巷道断面.瓦斯或二氧化碳涌出量.炸药用量.局部通风 机实际吸风量.风速和人数等规定要求分别计算,并采取其中的最大 值。 1.按照巷道断面计算工作面需要风量: Qj=60vSKT=60×0.25×7.92×1.00=118.8m?/min 式中 Qj——掘进工作面的需要风量,m?/min; v——掘进工作面风流的风速,m/s,煤巷掘进工作面 v 取 0.28. 半煤岩巷掘进工作面 v 取 0.25,岩巷掘进工作面 v 取 0.2; S——取巷道最大断面,7.92 ㎡; KT——掘进工作面的温度调整系数,工作面温度小于 20 度,KT 取 1.00,当温度在 20-26 度时 KT 取 1.05, 当温度大于 26 度取 KT 取 1.10。 2.按二氧化碳涌出量进行计算: Qj=100×qj×Kjt=100×0.24×1.9=45.6m?/min 式中 Qj——掘进工作面的需要风量,m?/min; qj——掘进工作面的 CO2 绝对涌出量,取值为 0.24m?/min; Kjt——掘进工作面 CO2 涌出不均衡的风量系数,取 1.5-2.0,

现取 1.9;
3.按人数计算:
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Qj=4N=4×20=80m?/min 式中 Qj——掘进工作面的需要风量,m?/min; N——掘进工作面同时工作的最多人数,现取 20 人; 4.按炸药量计算: Qj≥10A=10×6.3=63m?/min 式中 Qj——掘进工作面的需要风量,m?/min; A——工作面依次起爆消耗的最大炸药量,现取 6.3kg; 5.局部通风机选型: Qju=QjKj=1.4×118.8=166.32m?/min 式中 Qj——局部通风机的吸风量,m?/min; Kj——风筒漏风系数, 根据通风距离.风筒直径.风筒质量和

管理状况等因素确定或测定; 【Kj=1/(1-ab)=1/(1-34×0.01) ≈1.4,a 为风筒接口数目 34 个接口,b 每个接头的漏风率,插 接时取 0.01 到 0.02】 根据计算结果,选取风机 FBDNO5.6/2×11 型风机。
6.风筒选型: 因为巷道断面面积为 7.92 ㎡,大于 5 ㎡,小于 8 ㎡,所以风筒 直径选择为 600mm 合适。 6.计算掘进工作面的配风量: Qj=Qju+9S=166.32+9×7.92=237.6m?/min 式中 Qj——掘进工作面的配风量,m?/min; Qju——局部通风机的吸风量,166.32m?/min;
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S——局部通风机安装地点到回风口间的最大巷道断面面积, 7.92 ㎡; 二.局部通风机安装地点和通风系统: 1.局部通风机安装地点, 局部通风机安装在六采区 1614 运输顺槽 第一个横川的新鲜分流中。 2.通风系统。运输大巷→进风上山→轨道巷→局部通风机→风筒 →工作面→总回→3 号风井→地面。 附图十三:通风系统图。

第二节
一.本巷道压风来自二号风井: 1.计算工作面所需供气量 Qj=α





β γ Σ nKq=1.15×1.15×1×3×3=11.9m?/min

式中 Q——总耗风量,m?/min;
α β γ

——管路漏风系数; ——风动机械磨损耗风量增加的系数,宜为 1.10-1.15; ——高原修正系数,海拔每提高 100m,系数增加 1%;

n——同型风动机具使用数量,台; K——凿岩机.风镐使用系数; q——风动工具耗风量,m?/min;

由于锚杆机与风镐不是同时使用, 所以可按工作时间段风量最大 的耗气来计算,其他台数均取系数为 1.

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2.压风线路如下:二号风井→运输大巷→进风上山→轨道巷→ 1614 运输顺槽→2 寸压风管→工作面。

第三节

瓦斯防治

严格执行瓦斯检查制度, 瓦斯检查员每班至少 3 次到迎头检查瓦 斯,并及时汇报工作面的瓦斯以及其他有害气体,瓦斯检查员要做到 “一炮三检”并记录好,班组长利用便携式甲烷检测报警仪每 2h 检 测 1 次瓦斯浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷检测报警仪 悬挂在迎头外 5m 范围内。瓦斯检查员在掘进工作面风流.回风流中. 高冒处应分别设置瓦斯检查点,瓦斯检查要严格执行“三签字’制度 (瓦斯员.班组长.放炮员)和“三对口”制度(瓦斯检查员手册.记 录牌版和瓦斯日报表) 。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,撤出人员,切断电源,进行处理。电动机或开关地点附 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 0.5m?内积聚的瓦斯 浓度达到 2%时,附近 20m 内,必须停止工作,撤出人员,切断电源 进行处理。严格执行炮眼布置,装药量.炮眼填装的规定。

第四节
一.防尘系统:

综合防尘

运输大巷→进风上山→轨道巷→1614 运输顺槽→2 寸压风管→

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工作面。 (掘进工作面每 50m 内设一个三通阀门。炮掘时在距掘进工 作面 10m 内设爆破风水联动装置一道, 在距工作面 30m 内设一道水幕, 并保证雾化良好,使用正常,喷雾能覆盖巷道全断面。1614 运顺顺 槽距巷口 60-200m 内安设一组隔爆水袋,隔爆水袋水量不得低于 1092L,隔爆水袋棚区长度不得低于 20m) 二.综合防尘措施: 采用综合防尘措施,各转载点设置转载喷雾,先开喷雾后开机, 迎头 50 米内设置 2 道净化水幕来净化风流,50~100m 再安设一道净 化水幕,每班按制度进行洒水灭尘。隔爆水袋距迎头 60~200m,并 装满清水,水袋间距 1.3~3.0m,挂牌管理,隔爆水袋棚区长度不少 20m。冲刷巷道,净化风流等综合防尘措施。 1.在打眼时要戴好防尘口罩,下班后要勤换洗口罩。如发现已经 破损,立即和队上的材料员进行跟换。 2.炮眼封口时要坚持使用水炮泥和黄泥, 严禁使用煤渣或是煤块。 3.放炮前,工作面 20m 内要进行洒水降尘。放炮后要等炮烟散尽 再进入工作面,且再次进行洒水降尘。确保煤尘浓度是最低限度。 4.距工作面 20m 处要安装喷雾装置,刮板输送机和胶带输送机机 头要安装喷雾装置,并且在运输期间打开降尘。 5.定期到相关医院进行身体检查,如发现异常立即进行治疗。

第五节
一.防火系统:

防 灭 火

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轨道巷管路进水→1614 运输顺槽第一横川→1614 运输顺槽第二 横川→1614 运输顺槽→2 寸水管→1614 掘进工作面。 二.注氮系统: 轨道巷注氮横川→1614 运输顺槽第一横川→1614 运输顺槽第二 横川→1614 运输顺槽→2 寸水管→1614 掘进工作面。 三.放灭火措施: 1.在巷道中每隔 50m 设置支管和阀门,保证喷雾效果。 2.井下使用的齿轮油必须装入盖严的铁桶内。 有专人运至使用地 点。剩余的煤油和其他油必须运回地面,严禁在井下存放。 3.进下使用的润滑油.棉纱.布头.和纸屑,也必须存放在盖严的 铁桶内。并由专人定期送至地面处理,不得乱扔乱放。 4.严禁将剩油.废油泼洒在井巷或是硐室内。 5.巷道内的灭火器要定期进行检查, 如发现过期或是失效的要立 即跟换。保证每个灭火器能正常使用。 6.沙箱要齐全,并不准在沙箱内乱放其他杂物。沙箱要跟进掘进 面。 7.设置的隔爆水袋,要定期的给加水,确保水袋内的水。

第六节

安全监控

一.便携式甲烷报警仪的配备和使用 1.区队管理人员.爆破工.电工下井时必须携带便携式甲烷报警 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,必须

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进行处理。 2.爆破工下井担任爆破工时,必须携带甲烷报警仪,在爆破地点 每次爆破作业时进行“一炮三检”工作,并做好记录。 3.当班的班长下井时必须将便携式甲烷报警仪悬挂在距迎头≤ 5m 范围内,风筒出风口对帮。当报警时,应停止工作,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,瓦斯超限 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 1.瓦斯传感器悬挂地点为距迎头不大于 5m 范围,垂直悬挂,距 顶板 不得大于 300mm,距巷帮不得小于 200mm。迎头爆破时,应将传 感器放置在安全地防止损坏。 2.安全监测系统采用 KJ95 安全监控系统。 3.安全监测分站安装在 1614 回风顺槽第一横川口,分站电源来 自就近开关电源。 4.安全监测电缆高度 1.6m 以上。 5.瓦斯传感器断电范围,掘进工作面一切非本质安全型电气设 备,断电点:1.0%,报警点 1%,复电点小于 1%。

第七节





1614 运输顺槽掘进头掘进施工中, 主要电源来自井下 2 号变电
硐室,在引至掘进队移动变压器,供电方式为集中供电。 (后附供电

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系统图) 1.掘进队移动变压器布置在六采区三部皮带机头横川。 2.工作面电源全部引至掘进队移变。 3.供电设备:一部胶带输送机,一部刮板输送机,2 台煤电钻, 其他照明.信号等。 附图:供电系统图。

第八节
一.涌水量:





地测中心提供,1614 运输顺槽预计最大涌水量为 0.12t/min,最 小涌水量为 0.083t/min。 二.排水方案: 1. 根据在掘进期间的出水量,间隔性的井下打水仓。 2.将其他聚水地点的水集中在水仓,再由水仓集中抽排到六采区 大水仓,最后排出井外。 3.水仓布置在巷道进风流的右手侧。 5.水仓大小布置为:上部巷道大小 2×1.5×3(宽.高.长) ,下部 巷道大小 2×2.0×3(宽.深.长) 。 4.水泵型号;BSQ40-63/2,配备 2 台。 5.管路,采用快速卡子连接。

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第九节
一.运输方式:





1.本巷道采用刮板输送机和胶带输送机混合运输的方式。 2.运料由人工推架子车进行操作。 二.运输系统: 1.排矸线路:工作面刮板输送机→顺槽胶带输送机→皮带巷胶带 输送机→分矸器→1614 回风顺槽排矸刮板输送机→总回风排矸刮板 输送机→15 号矸仓刮板输送机→15 号矸仓→皮带巷胶带输送机→14 号矸仓。 2.运料路线:大巷→轨道上山→六采区轨道巷→1616 回顺横川→ 总回风巷→1614 运输顺槽→工作面。

第十节
一.照明:

照明.通信和信号

掘进工作面的胶带输送机机头照明专用开关接 127V 矿用防爆灯。 二.通讯: 本工作面外安设的电话,能够直接和矿调度室等任何矿连接电话 处联系。 三.信号: 各部胶带输送机.刮板输送机设双向声音信号装置。信号规定:一 停、二开、三倒、乱点为有事发生。

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第六章

劳动组织及主要经济技术指标
第一节 劳动组织

本巷道在掘进期间采用“三八”制作业方式组织施工。具体人员 安排以及数量确定依据下表进行。 序 工 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 班 长 种 出勤 6 6 3 3 6 6 3 3 3 3 42 出勤 2 2 1 1 2 2 1 1 1 1 14 出勤 2 2 1 1 2 2 1 1 1 1 14 出勤 2 2 1 1 2 2 1 1 1 1 14 合 计 零点班 八点班 四点班

打眼工 放炮员 攉煤工 溜子司机 皮带司机 电钳工 支护工 运料工 跟班队长 合计

第二节

作业循环

为了保证本巷道的正规循环作业完成, 迎头是工作业必须根据劳 动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进
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行,平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。严格按照下 表的编排进行施工。 后附图十四:正规作业循环图。

第三节

主要经济技术指标

本巷道的主要掘进经济技术指标如下图: 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 12 13 14 项 目 单 人 人 % m m/工 % m % kg/m 个/m 根/m 块/m 根/m 位 指 标 15 按每天计算 出勤人数 出勤率 循环进尺 效率 月循环次数 月进度 循环率 炸药消耗 雷管消耗 锚杆消耗 铁丝网 锚索 12 80 1.9 0.158 150 285 83 7.05 13 5 1 0.33 备 注

在册人数

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第七章

安全技术措施
顶 板

第一节
一.顶板管理:

1.严格执行敲帮问顶制度, 施工前及施工过程中当班负责人要指 定专人进行敲帮问顶工作,必须在敲净帮顶悬危矸后方可进行施工。 敲顶人员必须站在支护完好的安全位置用敲顶工具进行敲顶, 敲顶时 一人操作一人看安全,敲顶工具长度不低于 2.0m。 2.掘进过程中,所有施工人员应坚持经常性的敲帮问顶制度,特 别是在打眼定炮、安装锚杆过程中应清除危岩、悬矸,发现问题立即 采取措施处理,排除隐患,确保安全后方可进行下一步工作。 3.敲帮问顶找顶工作必须遵守下列规定: 敲帮问顶找顶工作应有 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,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。敲 帮问顶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。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。顶帮遇有大块断裂煤矸 或煤矸离层时,应首先根据实际情况设置临时支护,保证安全后,再 顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。 4.巷道内每隔 80—100 米内必须安设顶板离层指示仪一个, 用以 检查巷道顶板的活动规律,以便及时选择合理支护参数和支护方式。
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5.打眼前必须先认真检查工作面支架的稳定性和可靠性, 临时支 护的紧固情况,发现问题必须先处理。 6.放炮后进入工作面必须先由外向里认真检查支护的稳定性, 在 支护稳定可靠的前提下,先对工作面空顶进行彻底敲帮问顶,然后再 进行临时支护,最后按工程质量标准要求作业,严禁空顶作业。 7.若因放炮或其它原因打垮打歪相关支护, 必须先由外向里依次 恢复,恢复时必须坚持敲帮问顶制度,待打垮打歪支护设备全部恢复 好以后再作业。恢复支护时人员必须站在可靠支护下方的安全位置, 并保证退路畅通。 8.坚持先检查后工作原则。每次开工前和放炮后,当班跟班干部 和班组长都必须先从外往里对施工迎头顶板、 支护等安全情况进行一 次全面检查,发现问题及时处理。处理时,必须由外往里依次进行, 且处理点往里迎头方向严禁有人。确认无危险后,方准人员进入迎头 作业。 9.顶帮遇有大块断裂矸石或矸石离层时, 应首先设置可靠的临时 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。 10.打眼及装药联线前, 必须先检查施工点附近 10m 范围内的安全 情况, 发现问题及时处理, 确认安全无误后方可进行打眼及装药联线。 打眼时,人员必须选好站位,站稳踩牢。打完眼后退钻时,严禁猛拉 猛拽,以防止倒钻伤人。 11.每次放炮前、后都必须对迎头 10m 范围内的支护情况进行检 查加固,加固方法为:将松动的螺帽拧紧,失效的锚杆重新补打,崩
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坏的网予以更换,并达到设计要求。 12.每次放炮后, 至少等 15 分钟, 待迎头的炮烟被吹散, 班组长、 放炮员、瓦检员和安检员必须首先巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、 煤尘、顶板、支护、拒(残)爆等情况。如有危险情况,必须立即处 理。确认安全无危险后,方准人员进入迎头施工。 13.每次炮后必须先找净顶、帮活动煤矸,确认顶帮安全稳定后, 用风、手镐将顶部修刷成型后,及时进行临时支护,严禁空顶作业。 14.永久支护必须紧跟迎头,每够一块网位置时必须及时打锚杆 挂网进行支护。锚索必须紧跟工作面。 15.施工过程中,每班必须必须由当班安全员或一名经验丰富、 工作责任心强的人员负责观察顶、帮的变化情况,发现问题及时撤出 人员,待顶板稳定无危险时采取有效措施进行处理。处理时,处理点 下方及往里迎头方向严禁有人。待处理好并经检查确认安全无危险 后,方可恢复施工。 16.施工期间,必须加强后路的检查维护,发现问题及时处理, 确保后路安全畅通。要定期检查锚杆支护效果,经常观察,发现异常 及时制订补充措施进行处理。 17.现场施工中若发现有顶板出现局部离层掉渣; 巷道两帮收敛, 顶板下沉; 巷道底板鼓起, 顶锚杆断裂; 顶板岩层爆响等冒顶预兆时, 必须立即撤出现场施工人员,就近电话汇报矿调度室和工区,并采取 有效措施进行处理。 顶板出现局部离层掉渣、顶锚杆断裂时,要及 时补打锚杆,确保顶板的完整性,尽量减小顶板离层的发展。
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18.巷道出现两帮收敛、顶板下沉现象时,要根据巷道顶板变形 程度采取增大锚杆支护密度进行处理, 变形严重时要及时进行架棚支 护。 19.巷道顶板出现岩层断裂爆响、顶锚杆断裂等一系列顶板剧烈 活动来压的顶板事故预兆时,要立即撤出在危险区内所有作业人员, 待顶板稳定后,立即对巷道由外往里进行架棚支护。 20. 施工中若在出现冒顶或由于断层及其它构造造成顶帮压力 大、顶板破碎,锚网支护不能有效支护顶板时,则必须改用架钢棚进 行锚架联合支护。 本工作面地表为山坡.山沟地形,预计地表水对工作面正常掘进 影响不大, 只有在雨季时地表水积聚下沉, 会出现顶板砂岩富水现象, 出现局部淋水。 二.顶板冒落的预兆以及处理: 工作面压力增大,信号柱断裂。顶板掉渣。工作面顶板岩石发出 断裂声。工作面岩帮大面积片帮。 如生产过程中发生冒顶事故,在找顶后,用木剁支护法处理。应 制定专门措施进行处理。如冒顶压住人员时,现场人员要采取措施进 行抢救,并立即汇报矿.区调度,相关人员及时通知矿长.总工程师. 安全副矿长.生产副矿长和矿其他管理人员。接到报告后,安全副矿 长.生产副矿长要立即赶到现场指挥处理事故。

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第三节
一.爆破材料的支领:





1.爆炸材料支领必须由取得爆破资格证的爆破员携带爆破资格 证、上岗证和班组长签章的爆破工作票到爆破材料库领取爆破材料。 2.爆炸材料支领人员必须穿棉布或抗静电衣服。 3.领取爆炸材料时, 爆破工和爆炸材料发放人员必须当面清点支 领爆破材料的品种、规格和数量,并签字。 4.爆破工必须在爆破材料库的发放室领取爆破材料, 并且不得携 带烟火或矿灯入爆炸材料库。 二.爆破材料的运输: 1.爆炸材料必须装在耐压和抗撞击 .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中。 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,严禁中途逗留。 2.电雷管与炸药必须分开运输,且间隔距离不得低于 5 米。 3.电雷管必须在专用容器加锁后由爆破工亲自运输, 炸药在爆破 工监护下由其他人员运输。 4.禁止将爆破物品存放在井口及井底车场或其他巷道内。 5.严禁用刮板输送机 .带式输送机 .架空乘人索道等机械运输爆 炸材料。 6.在交接班.人员上下井集中时间内严禁携带爆炸材料人员沿井 筒上下。 三.井下爆破:
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1.爆破员必须由经过专门培训并取得合格证的人员担任, 其他人 员不得代岗作业。 2.爆破员必须把炸药.电雷管分别放在专用爆炸箱内并加锁,严 禁乱仍放,爆炸材料箱必须存放在顶板稳定 .支架完整且避开机械 . 电气设备地点。爆破时,必须将爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地 点。 3.装配引药时,必须遵守下列规定:必须在顶板稳定.支架完好. 避开电气设备和导电体,爆破员作业地点附近进行,严禁在爆炸箱上 装配起爆药卷。电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电 雷管脚线拧结成短路。电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管 代替木棍扎眼, 电雷管必须全部插入药卷内严禁将电雷管斜插在药卷 中部或捆在药卷上。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;抽出单个电雷管之后,必须将脚线拧结 成短路。 4.装药前,首先必须清除炮眼内的岩粉,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接触密实, 装药后必须将雷管脚线悬空, 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。炮眼必须用炮泥封满填实。 5.装药前和爆破前有下列情况之一,严禁装药爆破:掘进工作面 的空顶距离不符作业规程规定, 或者支架有损坏, 或者伞檐超过规定。 爆破地点附近 20m 内风流中瓦斯浓度到达 1.0%。在爆破地点 20m 内
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有未清除的煤、矸,或其他物体堵塞巷道断面 1/3 以上。炮眼内发现 异状 .温度聚高聚低.有显著瓦斯涌出等情况。工作面风量不足。有 透水征兆(温度变冷.挂红挂汗,有水叫.雾气等) 6.连线:爆破母线和连线应符合下列要求:爆破母线和连接线. 雷管脚线和连接线.脚线之间的接头必须相互拧紧并悬挂,不得和导 电体相接触,接头处用黑胶布包扎严密。爆破母线和电缆电线信号线 必须分挂在巷道两侧。只准采用绝缘母线单回路爆破。爆破前,爆破 母线必须拧结成短路。 放炮母线之间的连接头必须用黑胶布包扎后上 冷补胶且相邻两接头必须错开 150mm 以上。放炮母线必须随挂随用。 发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带,装药.做引药.放炮工作.连接 脚线.检查线路和通电工作只能由放炮员一人担任,其他人员不得担 任。 7.放炮:爆破前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发 爆器打火放电检测电爆网路是否导通。爆破前,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道上担任警戒工作 (如站 岗截人位置图所示) 。警戒人员必须在安全地点警戒,警戒线处设置 警戒牌。巷道开口时,必须严格按照作业规程的标注进行警戒。 警 戒距离:直巷不小于 120m,转弯巷道不小于 75m。爆破前,现场的班 队长必须清点人数,安检员汇报安检调度,瓦检员汇报通风区调度, 班队长必须汇报区调度,由区调度汇报矿调度,经矿调度打电话给安 检科调度.通风区调度和区调度确认完同意后,区调度才能通知施工 现场的班队长可以放炮,现场的班队必须再次清点人数,确认无误后
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方可下达放炮命令。爆破员接到命令后,必须发出爆破信号,至少等 5s 方可起爆。 掘进工作面采用毫秒爆破, 总延期时间不得超过 130ms, 全断面一次起爆。执行严格“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。 爆破前后必须对放炮地点 20m 范围内进行洒水灭尘。爆破后,至少要 等 15min 炮烟散尽后, 先由瓦检员.安检员.放炮员和班队长检查工作 面及回风流瓦斯浓度.通风.煤尘.顶板.支护.拒爆.残爆等情况, 确认 瓦斯浓度低于 1.0%,无其它问题以后,方可进入工作面。通电以后 拒爆时,爆破工必须先取下把手或钥匙,并将爆破母线从放炮器上摘 下,扭结成短路,再等 5min 以后,沿线路至工作面先将工作面的爆 破母线与连接脚线断开,再将爆破母线.连接脚线扭结成短路,放炮 母线与雷管脚线必须保持 5m 以上的距离后才可查找出拒爆原因。检 查线路前,放炮员必须将放炮器锁入联锁箱内,同时由安检员.放炮 员.班组长上本人锁,严禁转交他人。处理拒爆.残爆时,必须在班队 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 放炮员必须在现场向下一班放炮员交接清楚。 查找拒爆原因时严禁用 发爆器打火放电检测电爆网路是否导通,必须用备用的放炮母线。重 新连线起爆进行排查, 用完后备用放炮母线必须用专用工具上锁保存 好以备下次使用。处理拒爆时,必须遵守下列规定:由于连线不良造 成的拒爆,可重新连线放炮;在距拒爆眼至少 0.3m 处另打同拒爆眼 平行的新炮眼,重新装药放炮;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;严禁将炮眼残底(无论有无残 余炸药) 继续加深; 严禁用打眼的方法往外掏药; 严禁用压风吹拒爆.
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残爆眼;处理拒爆.残爆的炮眼后,放炮员必须详细检查炸落的煤 . 矸,收集未爆的电雷管和炸药;在拒爆.残爆处理完毕以前,严禁在 该地点进行同处理拒爆.残爆无关的工作。 处理拒爆.残爆时警戒范围 内严禁无关人员进入。 处理拒爆.残爆时必须有分管区.长队长在现场 指挥。重新连线放炮时必须严格按照放炮的相关规定执行。掘进过程 中必须备有 100 米的放炮线。严格执行 2011 年版的《煤矿安全规程》 有关放炮规定。

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