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并联进风巷施工作业规程

掘进采煤 煤客网 2019-10-150
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目录
1 概况    1
1.1工程概述    1
1.2编制依据    2
2 地质依据    3
3 巷道布置及支护说明书    5
3.1巷道布置    5
3.2矿压观测    6
3.3巷道支护    9
4施工工艺    17
4.1施工方法    17
4.2施工工艺    18
5探放水设计    21
6主要生产系统    22
6.1通风系统    22
6.2压风系统    26
6.3防尘系统    27
6.4防灭火    28
6.5瓦斯防治    29
6.6安全监控、人员定位及有线通信系统    30
6.7供电系统    34
6.8排水系统    36
6.9运输系统    37
6.10照明、通讯和通信系统    38
7劳动组织与主要技术经济指标    39
7.1劳动组织    39
7.2循环作业方式    40
7.3主要技术经济指标    41
8.主要安全技术措施    42
8.1施工准备    42
8.2一通三防    43
8.3顶板管理    47
8.4防突管理措施    49
8.5防治水管理    50
8.6机电管理    51
8.7运输管理    54
8.8 机械设备管理    56
8.9轨道铺设安全技术措施    62
8.10爆破管理    63
8.11其他方面    68
9灾害应急措施及避灾路线    73
9.1灾害应急措施    73
9.2避灾路线    77
10风险辨识    77
附  图:    78


1 概况
1.1工程概述 
并联进风巷布置在轨道大巷东侧由转载巷向南延伸至新副井井底车场,地面相对位置为综合办公楼向北210m。煤巷段掘进方式为综掘,岩巷段掘进方式为炮掘。设计工程量212m,布置在3#煤层中,沿3#煤层顶板掘进101m后-14°下山掘进41m,之后水平掘进70m与井底车场贯通,设计方位186°40′0″。
地面标高:地面标高为+1025~+1050m。
采区及水平标高:一采区+390m
巷道用途:矿井进风。
服务年限:服务年限约25年。
开工时间: 2019年10月13日
计划工期:2个月。
支护方式:采用锚网索喷支护方式。
施工方式:煤巷段采用EBZ-160综掘机掘进施工,岩巷段采用爆破掘进施工。








1.2编制依据        
本规程根据《安全生产法》、《煤矿安全规程》、《操作规程》及上级有关规范、文件规定和由平山煤业公司生产技术科设计经矿总工程师及相关单位审查的设计《并联进风巷施工设计》、《并联进风巷掘进地质说明书》及对本工程的安排意见和本工程有关的会议文件和安全生产标准化、安全评估标准、本地区地质资料、相邻掘进工作面矿压资料等,并结合施工单位现有设备和工人的实际操作水平而编制的。


2 地质依据 (请地测完善)        
并联进风巷掘进地质说明书





况    煤层名称    3    水平名称    +390    采区名称    31采区
    工作面名称        地面标高    +1025~+1050m    工作面标高    +280~+295m
    地面位置    工作面上地面多为山体。
    井下位置
及四邻
采掘情况    该面位于井下主系统大巷西翼,在回风大巷、轨道大巷、胶带大巷、煤层回风巷西侧,该面为本矿井的第五个综采工作面,其南、北侧均为实体煤,西侧为井田边界,边界外为公共资源。
    走 向 长
(m)    640    倾 向 长(平距)
(m)    180    斜 面 积
(㎡)    117356



况    煤层总厚
(m)    4.8    煤 层 结 构    煤层倾角(°)    1-3°
            简单        
    根据三维地震及底抽巷中揭露情况,掘进范围无构造发育。






况    顶底板名称    岩石名称    厚度(m)    岩  性  特  征
    老  顶            掘进范围内煤层顶板为复合顶板,无严格意义上的老顶。
    直接顶    泥岩    3.4    直接顶主要为灰黑色泥岩、砂质泥岩。
    伪  顶            
    直接底    砂岩    1.8    直接底主要是粉砂岩、泥岩、细粒砂岩互层。
    老  底    泥岩    7.6    老底为粉砂质泥岩。
地质
构造    区域
构造    根据三维地震及底抽巷中揭露情况,掘进范围无构造发育。



质    根据 31016底抽巷抽中采数据,原始最大瓦斯含量:12.80m³/t;最大残余瓦斯量:7.86m³/t,最大瓦斯残余压力0.51MPa:百米钻孔瓦斯流量:0.08m³/min。工作面掘进期间最大瓦斯绝对涌出量:1.95m³/min。
水 

地 





害 



施     掘进范围内主要含水层为奥陶系中统厚层灰岩岩溶含水层组,主要包括奥陶系中统峰峰组含水层,上、下马家沟组岩溶含水层,层厚约470m,埋深750~850m。经计算,掘进范围内突水系数0.0317,小于0.06,因此在原始状态下不存在底板奥灰突水可能,处于带压开采相对安全区。
掘进范围内不存在采空区积水。
掘进过程中涌水主要为打钻及防尘涌水,可能有少量的顶板裂隙滴水,根据31016底抽巷掘进情况分析,预计涌水量为2.0~4.0m³/h。31016开切眼处于31016底抽巷(中)穿层抽放钻孔覆盖范围内,无水害威胁。
    最大水量    4m3/h     正常水量    2m3/h 
影 响
掘 进
的 其
它 地
质 因
素    瓦    斯    该煤层属于高瓦斯突出煤层,遇构造时,瓦斯涌出量会更高,加强抽放工作。
    煤    尘    煤层不具备爆炸性,但煤层节理发育,掘进过程中煤层较大,加强防尘。
    煤的自燃    该煤层不具备自燃倾向。
    地    温    地温25℃。
    地    压    本面自然水平较深,地压较大。



算    块段号    走向长(m)    倾斜长(m)    斜面积(m2)    煤厚(m)    容重(t/m3)    工业储 量(t)    回采率(%)    可采储量(t)
    3    640    180    117356    4.8    1.44    811165    93    754383
问  题
建  议    ①该煤层为高瓦斯突出煤层,瓦斯赋存量大,在遇构造影响或软分层较厚时,瓦斯赋存异常,需加强抽采工作,预防煤与瓦斯突出。
②该面采深相对较大,巷道围岩压力较大,应加强矿压观测。
附图    附图1:工作面综合柱状图


3 巷道布置及支护说明书
3.1巷道布置
3.1.1巷道布置
并联进风巷布置在轨道大巷东侧由转载巷向南延伸至新副井井底车场,地面相对位置为综合办公楼向北210m。
附图2:并联进风巷平面布置图
3.1.2巷道断面设计
表3-1
区段    支护
形式    煤/岩    巷道
形式    掘进宽度mm    掘进高度mm    掘进断面m2    设计长度m
并联进风巷(煤巷)    锚网
索喷    煤    矩形    4440    3620    16.07    118m
并联进风巷与煤层回风巷联巷    锚网
索    煤    矩形    3740    3320    12.42    24m
并联进风巷(岩巷)    锚网
索喷    煤    矩形    4440    3720    14.4    94m


3.2矿压观测                          
3.2.1顶板离层仪的安装。
3.2.1.1于巷道开口处,断层、陷落柱等构造带顶板中线位置安装一套顶板离层监测仪,并在正常掘进过程中,每50m安装顶板离层监测仪1套。掘进至应安装离层仪位置后,应在1个圆班内安装到位。因故滞后的应在记录台账注明。
3.2.1.2顶板离层仪型号为ZYB-3型。深基点锚头应固定在锚索锚固段稳定岩层内(12米);浅部基点固定在锚杆锚固端位置(2米)。
3.2.1.3规范安装操作步骤
1、用锚杆钻机打眼,钻头采用规格为Φ32mm的合金钢钻头和中空六棱钎子。打眼前先敲帮问顶,找掉活矸、危岩,确认安全后方可开始工作。眼的位置要准确,垂直巷道顶板,保证顶板离层仪测绳自然下垂,根据该地点附近锚索的锚入深度施工一个钻孔,钻孔深度比该地点锚索锚入深度深200mm。
2、用锚索绳将深部基点锚固器推入孔中直至设计位置(与锚索长度相同),抽出
锚索绳后,手拉一下钢丝绳,确认锚固器已锚固牢固,然后再将浅基点锚固器推入孔中设计位置(与锚杆长度相同),抽出锚索索绳后,手拉一下钢丝绳,确认锚固器已锚固牢固。
3、对准刻度:将浅基点刻度指示套的红色基线与浅基点刻度仪上的0刻度对齐(允许误差不超过5mm),将绳卡死,并截去多余钢丝绳,然后将深基点刻度指示套的红色基线与深基点刻度仪上的0刻度对齐(允许误差不超过5mm),将钢丝绳卡死,并截去多余钢丝绳。
4、安装完毕后记下深浅基点刻度的初始值,并由技术人员备案建档。
5、顶板离层仪必须由施工单位技术人员现场指导安装,矿生产技术科安排人员现场监督。
6、顶板离层仪牌板内容填写必须工整、清晰、真实,悬挂位置合理并面向人行道便于观察,巷道施工单位必须保证离层仪和牌板清洁、完好。
7、顶板离层仪深浅部测筒不得被网片等其它杂物绊住,以免影响顶板离层监测。
8、顶板离层仪牌板悬挂在巷道人行道侧,牌板上部距底板高度1.5米。
3.2.1.4顶板离层仪的监测记录
1、观测责任人:施工单位技术负责人要指定技术员对所施工巷道内的顶板离层仪进行监测和记录,技术负责人负责汇总监测数据、备案建档,其他管理人员也必须随时观察,以便及时发现异常现象,及时处理,确保安全。
2、监测频度:在掘进期间,距掘进工作面50m及安装7天之内(以上条件均需满足)的顶板离层仪以及特殊区域内的离层仪(读值变化较快的离层仪),施工单位监测人员每天监测和记录;距迎头50m及安装7天以外(以上条件均需满足)、顶板移动量在安全区内的顶板离层仪,改为每周一次测读和记录。
3、监测方法:顶板离层仪的深、浅刻度读数等于初始值加上移动量;当锚杆支护范围内顶板下沉时,顶板离层仪的深、浅两个基点的刻度都有变化,锚索支护范围内顶板下沉而锚杆支护范围内顶板不动时,顶板离层仪只有深基点刻度变化,若锚杆、锚索支护范围内的顶板同时下沉时,顶板离层仪深、浅基点上的刻度都有变化,所以深基点刻度的变化量即是顶板下沉量的总和。
3.2.1.5数据分析处理
1、施工单位的技术负责人对当天汇总的监测数据进行分析处理,发现异常及时上报矿生产技术科,并和技术科人员一起对监测数据进行分析,然后报生产技术科科长和矿总工程师,由总工程师主持分析,并根据分析结果提出整改措施,并进行整改落实。施工单位技术人员在每月月底将上月的离层仪监测记录送交矿生产技术科,生产技术科每月对顶板离层仪的监测数据进行监督检查,对存在问题下达整改通知书,并记录存档;施工单位接到整改通知书时要及时按标准整改,生产技术科将监测原始记录每月装订汇总存档。
2、顶板下沉量及下沉速度应控制在以下范围之内。
1)巷道施工后10天内,下沉量应小于50mm,下沉速度小于5mm/天。
2)巷道施工后50天内,下沉量应小于150mm,下沉速度小于3mm/天。
注:离层界限值,可根据围岩性质观测分析后确定
3.2.1.6顶板离层的加固方法
1、监测数据超过离层界限值时,区队技术员应立即向生产技术科科长及总工程师汇报,分析原因并及时采取措施加强支护巷道;对锚固范围内的离层,要立即加大支护密度,补打锚杆或打锚索梁加强支护;对锚固范围之外的离层,要加密锚索,改用双排锚索或用金属支架加强支护。
2、顶板离层仪在安全区连续快速下沉或进入警戒区时必须向矿调度室及生产技术科汇报,生产技术科根据汇报情况请示生产副总及总工程师,制定相应处理方案。
3.2.2支护质量监测技术要求。
1、加强施工过程控制,严格执行工程质量班组验收制度。顶板锚杆螺母的初始扭矩不低于300N·m,帮部锚杆螺母的初始扭矩不低于200N·m。由验收员对每班施工锚杆的每一个螺母扭矩用扭力扳手进行检测,保证每一个螺母扭矩达到规定要求。
2、每根锚杆使用1支MSCK2360树脂锚固剂与1支MSK2360树脂锚固剂进行端头锚固,顶锚抗拔力、帮锚抗拔力要求均不小于80kN/根。巷道支护300根锚杆,取样不少于1组(每组不少于3根);300根以上,每增加1~300根,相应多取样1组进行锚杆拉拔试验。
3、每根锚索使用1支MSCK2360树脂锚固剂与2支MSK2360树脂锚固剂进行端头锚固,锚固力要求不小于250kN。每根锚索施工时都必须用MQ22-250/63型锚索张拉机具加载达到设计预应力,不低于30MPa,帮锚索不低于20MPa。


3.3巷道支护
3.3.1巷道支护类型及其技术参数的确定
采用锚网索支护:
1、顶板锚杆采用φ22×2400mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合Φ14mm圆钢焊制钢梯施工,间距×排距=800×900mm;顶部网片采用∅6mm钢筋网。
2、帮部锚杆采用φ22×2400mm全螺纹锚杆,间距×排距=800mm×900mm;网片采用10#菱形铁丝网。
3、顶板锚索采用φ22mm×12000mm的钢绞线配合Φ18mm圆钢焊制钢梯施工,间排距1800mm×1800mm。
4、帮部锚索采用φ17.8mm×6300mm的钢绞线配合Φ18mm圆钢焊制钢梯施工,间排距1000mm×1800mm,迈步布置。
3.3.1.1锚杆间排距的计算如下:
由悬吊理论分析设计锚杆间排距(公式来源:《煤巷锚杆支护理论与成套技术》)。
当锚杆间排距相等时,即,则间排距为:
=
式中  —锚杆间排距,m;
     Q—锚杆锚固力,KN;
     K—安全系数,一般取1.5~2;
     —锚杆有效长度,不小于不稳定岩层的厚度,m;
     γ—不稳定岩层平均容重,MN/m³。
(1)根据平山煤业公司煤巷锚杆锚固力要求,直径22mm、长度2.4m的锚杆锚固力需达到80kN。
(2)直径22mm、长度2.4m的锚杆有效长度:
其中L为锚杆总长度,L1为锚杆外露长度(一般取0.1m),L3为锚杆锚固长度(一般取1.2m)。
(3)根据《山西保利平山煤业股份有限公司矿井地质报告>》及《岩体力学》中有关岩层的容重,取不稳定岩层的平均容重为24.46kN/m3。
通过以上数据得出= = =1.51m。
1)由组合梁理论分析设计锚杆间排距(公式来源:《采矿工程设计手册》)。
所选锚杆长度需验算组合梁各岩层层面间不发生相对滑动,并保证最下面一层岩层的稳定性,即锚杆间排距满足下列要求:

                
式中    —锚杆间排距,m;
        —最下面一层岩层的厚度,m;
        —最下一层抗拉计算强度,可取试验强度的0.3~0.4倍,MPa;
         K—安全系数,取8~10;
        —本层自重均布载荷,=,kN/m;
        —最下层岩层的容重,kN/m
上式只适用于>0.1~0.15m的情况,否则应加大托盘。
(1)根据该工作面顶板岩性,最下面一层岩层厚度取0.2m。
(2)根据《山西保利平山煤业股份有限公司矿井地质报告》可知,最下一层岩层抗拉试验强度为1.58MPa。
(3)根据《山西保利平山煤业股份有限公司矿井地质报告>》及《岩体力学》中有关岩层的容重,取最下一层岩层的容重为26.43kN/m³。
(4)本层自重均匀载荷==26.43kN/m³×0.2m=5.286kN/㎡。
通过以上数据得出=51.55×0.2×=0.98m。
由自然平衡拱理论分析设计锚杆间排距(公式来源《煤巷锚杆支护理论与成套技术》)。

式中—锚杆间排距,m;
—锚杆锚入自然平衡拱范围之外的额外深度,取0.35m;
—巷道的半跨度,m;
—顶板岩层的破坏深度,m。
(1)巷道宽度取4。44m,则半跨度为2.22m;
(2)根据平山煤矿现场施工锚杆眼揭露岩石情况及顶板窥视仪探测情况,b可取0.5m。
通过上上式数据得出
=1.04m
4)由加固拱理论分析设计锚杆间排距(公式来源《煤巷锚杆支护理论与成套技术》)。
研究表明,加固拱厚度、锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系:
tanα-tanα
式中  L—锚杆有效长度,直径22㎜锚杆长度取2.4m;
     —加固拱厚度,m;
     α—锚杆在围岩中的控制角,一般取45°;
     —锚杆间排距,m。
根据平山煤矿支护现状及地质条件,加固拱厚度可取1m。
综合以上数据得出:tanα-tanα=2m×1-1m×1=1m。
综合上述计算,确定锚杆间排距及排距不得大于1m。所选锚杆支护参数满足设计要求。
3.3.1.2悬吊理论校核锚索排距:
通过对地质资料分析,该煤层夹矸多,易破碎。为防止巷道顶板发生大面积整体跨落,顶部用φ22×12000mm的19股钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索排距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时,靠巷道两帮的角锚杆一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索排距。
L=n F2/[ B Hγ-(2F1·sinθ)/L1]
式中:
L巷道锚索排距m;
B巷道最大冒落宽度4.2 m;煤层硬度系数取2;
H巷道冒落高度,按最大取锚杆长度取2.4m;
γ岩体容重22kN/m3;
L1锚杆排距为0.9m;
F1锚杆锚固力为80kN;
F2锚索极限承载力为250kN;
θ-角锚杆与巷道顶板的夹角为75°;
n-锚索排数,取1.5。
L=1.5× 120/[4.2×2.4×22-(2×45×sin75°)/0.9]
=180/[221.76-96.6]=180/125.16=4.9m
通过计算,巷道锚索排距L小于4.9m,所选锚索参数满足设计要求。
3.3.2支护材料的选择
(1)锚杆:顶板采用Φ22㎜、L=2.4m左旋无纵筋螺纹钢锚杆,帮部采用Φ22㎜、L=2.4m全螺纹锚杆。
(2)锚索:顶板支护采用φ22×12000mm钢绞线,托盘规格:300×300×15mm拱形高强度异型托盘。帮部支护采用φ17.8×6300mm钢绞线,托盘规格:300×300×15mm托盘。
(3)网片:钢筋网采用Φ6mm钢筋点焊方格平网,孔规格100×100mm,网规格为2100(2500)×1100mm。
(4)钢梯:顶部锚杆用H钢梯采用Φ14m圆钢焊制。锚索用H钢梯采用Φ18m圆钢焊制。
3.3.3支护用的作业机具型号及有关技术要求(表3-3)
表3-3  支护用的作业机具型号及有关技术要求
序号    名称    型号、规格    有关技术要求
1    锚杆钻机    MQT-130/3.3c    打顶板锚杆、锚索孔
2    手持式气动钻机    ZQS-35或ZQS-50    用于打帮眼
3    顶锚钻杆    1.2m/节,Φ19mm的六角中空钢钎    采用短打长套法,钻杆长度不得超过钻孔深度
4    帮锚钻杆    Φ28mm麻花钻杆,
1.5m/根、2.5m/根    采用短打长套法
5    锚索(杆)钻头    Φ28mm合金钢锚索钻头    用于打顶板锚杆、锚索孔
6    帮锚钻头    Φ32mm麻花钻头    用于帮部施工钻孔
7    扭矩扳手    500N.M    用于紧固监测锚杆扭矩
8    矿用锚索张拉机具    MQ22-250/63    用于张拉锚索
9    锚杆拉拔器具    LDZ-100    用做锚杆拉拔试验

3.3.4支护工艺
3.3.4.1锚杆支护工艺
敲帮问顶→临时支护→定眼位→打眼→吹眼→放药卷→搅拌→凝固→挂网→上钢筋梯→上托盘→紧固。
3.3.4.2锚索支护工艺流程:
定出锚索孔位置→打出锚索孔→逐根装填3根树脂锚固剂→插入钢绞线,将锚固剂逐块送至眼底→拧上搅拌器并插入锚杆机内→连续搅拌30秒钟以上→停止30秒后即可松下锚杆机→药卷凝固后穿上锚索盘及锁具→联接千斤顶于油泵上→穿上千斤顶,开启油泵张拉至设计拉力→外露钢绞线150~250mm。
3.3.4.3钻机施工工艺
1、支护工要熟悉支护原理,熟悉作业地点环境,能够熟练使用支护工具,熟悉钻机性能、结构和工作原理,并能排除一般故障,并做好使用前后的检查和保养。
2、打眼前,首先打开风水阀门吹洗风水管路,保证畅通;检查钻机进风、进水口,以防有堵塞物。往钻机油壶内填加适量机油,再将风水胶管用U型卡与钻机连接牢固,然后打开风水阀门检查风、水胶管有无跑风、漏水现象,若有必须进行重新处理牢固后,方可进行打眼。打眼过程中,要随时检查风水胶管的连接情况,如有松动必须及时上紧,防止风水胶管脱节伤人。
3、打眼时,钻机前方不准站人。打锚索眼时,要注意观察钻进情况,有异常时,必须迅速闪开,防止断钎伤人,钻机5m以内不得有闲杂人员。
4、掌钎点眼人员及钻工衣袖口要扎紧,并系好工作服纽扣;点眼定住钎位后,掌钎点眼人员要立即撤到钻机侧后方。
5、钻进过程中,不能上下左右摆动过大,防止断钎伤人;用力要均匀适当,防止夹钎。更换、续接钻杆时,要关闭风水阀门。钻工和更换钻杆人员要配合协调,防止钻机突然升降伤人。
6、锚杆机加载和卸载时,会出现反扭矩,特别是突然加载和卸载时,操作者更应注意站位,取得身体平衡,把持好摇臂手把,防止摔倒。
7、打高处眼时,要扎好牢固的工作平台。
8、锚杆机回落时,手不要扶在气腿上,以防伤手。
9、禁止锚杆机平置于地面。
3.3.4.4临时支护
1、使用前探梁临时支护。前探梁采用Φ89×4mm无缝钢管加工制作,长3.5m,使用3根。前探梁钢管按锚杆间排距均匀悬吊于巷道顶部锚杆上,每根前探梁用2悬吊点,吊环用Φ108mm的无缝钢管制作,宽度50mm,配Φ22的螺帽周圈双层焊接,吊环拧紧在已打设安装合格的锚杆上固定,并用长×宽×厚=3500×(150~200)×(50~100)mm木板和木楔将前探梁与顶板之间背紧。
2、临时支护操作方法及步骤:
(1)割煤完毕后,施工人员进入迎头,站在永久支护下,用长把工具(长度不小于2.5m)敲帮问顶,找净顶帮浮矸危岩。
(2)找除危岩活矸后将临时支护吊环分别挂设在顶板支护锚杆上(第一个吊环挂设在最迎头一排支护锚杆上,然后向分别后退2排挂设第二个吊环,吊环上的螺帽必须上满扣),将顶部3根Φ89mm无缝钢管窜至迎头作为临时支护,前探梁和顶板之间要求用木板接实,并用木楔打上劲,固定牢固。打锚杆时,将打锚杆部位的临时支护进行挪移。
附图3:并联进风巷临时支护图
3.3.4.5锚网索支护
1、锚网索支护严格执行逐排自外向里,顶板先中间后两侧的支护顺序,达到锚索排距及时施工锚索。必须采用快速安装工艺钻孔、搅拌、安装,应尽可能减少顶板空锚时间,严禁采用一次性将所有钻孔打好、再安装锚杆的方法施工。
2、落煤后迎头达到可以进行顶板锚杆支护的高度时,必须立即进行锚杆支护,巷道顶板锚杆支护必须紧跟迎头施工,不得为了网的压茬而使迎头一排锚杆虚设。顶板及两帮稳定,不掉顶、不片帮时,顶部锚杆逐排及时支护到迎头,最大空顶距、空帮距为1个循环进尺加500mm。
3.3.4.6锚网索支护质量标准
1、锚固力、预紧力要达到作业规程规定。顶锚杆预紧力必须达到300N•m、帮锚杆预紧力必须达到200N•m;锚杆锚固力达80KN、锚索预紧力达到250KN。如因煤质松软造成预紧力不足时,必须使用能增大受力面积的木托盘,所垫木托盘方向保持一致。
2、外露不能超过规定值。左旋无纵筋螺纹钢锚杆外露控制在10-50mm(螺帽以外),全螺纹锚杆外露控制在10-100mm(螺帽以外),锚索外露控制在150- 250mm(锁具以外)。
3、锚杆和锚索的间排距必须符合规程规定。允许偏差控制在±100 mm,纵、横成直线垂直,排位不迈步;托盘方向一致,紧贴壁面,未接触部位要衬垫柱帽、木楔,不得出现托盘中空;起锚高度不能超规定。在施工过程中如遇帮部破碎、溜帮严重,应根据现场实际情况及时加密支护,确保顶帮安全。 
4、 锚杆角度符合规程规定。锚杆和锚索角度必须垂直岩面或煤壁,最小不低于75°。其中顶板肩窝锚杆必须与水平呈75°,帮部上部及下部锚杆与煤壁呈75°扎角施工。
5、铺网绑扎牢固,压茬严实整齐;网片要贴帮,不能出现网兜,网片长度不足时必须补网;钢筋网片搭接1格,菱形网搭接2格,均采用16#铁丝双股每200绑扎一道。  
6、由于片帮造成锚杆失效的,要及时补打,如出现连续3根及其以上锚杆失效,必须当班补打;因片帮或其他情况造成施工锚杆外露超长的,应由安全员现场查看后,方可进行锯掉处理。
7、巷道内顶锚索要采取防射箭措施,采用专用防射箭装置将锚索护住与顶网勾牢(勾在金属网交叉处)。
附图4:并联进风巷支护断面图


4施工工艺
4.1施工方法  
4.1.1施工方法的确定
1、采用综掘机施工,综掘机割装运煤,刮板机、皮带机出煤,够锚杆排距及时打设锚杆、挂网,够锚索间排距及时打设锚索。
4.1.2生产组织
根据矿井生产计划安排,该巷道由综掘队负责施工。分甲、乙、丙三个生产班,“三八”制作业,现场交接班。施工过程中,必须精心组织施工,确保工程质量达到合格标准要求。

















4.2施工工艺
4.2.1施工工艺
一、机掘作业工艺:
1、作业前的准备
(1)开工前,班组长、安全员、瓦斯员、验收员首先进入工作面,进行安全质量检查,用长柄工具站在有支护的安全地点进行敲帮问顶,处理工作面零矸活炭,确认无问题后,方可正常作业。
(2)巷道定向
根据地测科标定的中线,安设激光指向仪进行巷道定向,掘进过程中,要在每班开机掘进前由当班班组长进行校对中线与激光指向仪,确定无误后方可开机掘进。当掘进过程中发现中线偏移或指向仪偏移等问题时必须及时向地测科反映,由地测科进行校对,否则不准掘进。
(3)检修设备
检修前准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿,检修各部刮板输送机、胶带输送机及延伸,下料、其它工作→正常掘进。
检查掘进机各部件情况及各部位油质、油量是否合适。不合适及时进行调整。检查皮带机、刮板输送机各部件,有问题及时处理,不得带病运行。
(4)延伸皮带
掘进过程中,随着掘进的延伸,当可伸缩皮带处于缓冲架子运行轨道末端时,需要及时进行延伸皮带,具体操作方法如下:
①清理浮煤:人工将储带仓至掘进机身后以及皮带机尾的浮煤清理干净。
②松开皮带:启动皮带张紧绞车开关,松开皮带。
③移设皮带机尾:后退掘进机到皮带机尾钢丝绳挂到掘进机后钩头时即可,向前开掘进机进行移设皮带机尾。移设皮带机尾的同时启动皮带机张紧开关,送皮带。
④调试皮带:掘进机到位后,停止移设皮带机尾,上好“H”架、架管,加齐槽形托辊和底托辊后,固定皮带机尾,开启张紧绞车开关,进行紧皮带,开始调试皮带,调试时,先检查皮带机尾方向是否拐弯,再调节机尾滚筒螺杆及槽形托辊和底托辊确保皮带不跑偏。
2、截割煤
(1)割煤方法:利用截割头横向往复式截割,分次成巷。
截割时将截割头调至巷道上部右侧位置,由巷道上部开口进刀,左右摆动由上向下进行截割,进刀深度一般以0.5m为宜(根据巷道揭露煤质情况、顶板条件可适当增加或减少)。将巷道上部高度2.5m的巷道截割完成并进行支护后,二次截割施工将巷道卧底至设计高度。截割煤壁时,采用左右循环向上的方法进行截割;若与设计巷道断面有差别时,再将巷道轮廓进行修整,保证不超挖、不欠挖,达到设计要求,并把煤壁扫平。
(2)操作方法:合上综掘机电控箱开关,启动油泵,开启行走电机,按照巷道尺寸定好进刀位置,启动切割电机,依靠切割电机,依靠综掘机行走履带向前进刀0.5m后停止行走,按照割煤方法进行截割。
(3)注意切割底板时应一刀压一刀,以免出现硬坎,切割完一个循环进尺后,掘进机退出迎头,截割臂放在底板上,切断机组电源并闭锁。
3、装煤(岩)与运煤方式:
掘进工作面掘进机落煤后,煤落在其铲板上,由铲板上的三齿星轮装载机构装运经一运、二运到可伸缩式输送机(刮板输送机)进行运输。掘进机掘进过程中,要设专人在二运看护二运移动以及电缆移设等,发现问题要立即停止掘进。
4、降尘方法
综掘机作业时,应使用内、外喷雾装置。内喷雾装置的使用水压不得小于2MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于4MPa,如果内喷雾的使用水压小于2MPa或无内喷雾装置,则必须使用外喷雾装置和除尘器。
4.2.1.2巷道成型标准
1、巷宽、巷高必须符合作业规程规定。巷高允许偏差不得超过-50~+200mm,巷宽允许偏差不得超过0~ +100mm,不得出现超挖、欠挖,深度不超过200mm。因煤岩破碎、地质构造造成的片帮、顶板冒落应及时经现场安全员查看鉴定后认可。
2、底板平整、不能出现波浪形,坑洼处要垫平,凸出部分要找平,不得出现100mm及其以上的台阶。
附图5:并联进风巷截割轨迹图


5探放水设计(请地测科完善)  
 


6主要生产系统(请通风区完善)
6.1通风系统                     
并联进风巷掘进工作面采用2×30kw局部通风机供风,安设在转载巷新鲜风流中,实行“三专两闭锁”,一用一备;交叉风筒选用规格Φ1000mm的软质阻燃风筒,选用规格Φ1000mm的软质阻燃风筒供风,风筒吊挂高度不小于1.8m;局部通风机位于新鲜风流中。局部通风机吸口至掘进工作面回风口之间的距离不小于10m。风筒管理严格按照安全生产标准化的要求进行管理。                   
6.1.1参数计算
通风参数依据《平山煤矿矿井风量计算方法》计算。
6.1.2通风系统和通风方式的确定
6.1.2.1采用局部通风机压入式通风方式。             
进风:新风(3个进风井)→轨道大巷→1#中部车场→转载巷→局扇→风筒→并联进风巷
回风:乏风(工作面)→并联进风巷→并联进风巷与煤层回风巷联巷→煤层回风巷→风井→地面
6.1.3掘进面全负压需风量计算及局部通风机选择
根据《平山煤矿矿井风量计算方法》按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算。
6.1.3.1  并联进风巷掘进工作面需要风量计算。
(一)风量计算
1、按绝对瓦斯涌出量计算;

125—按掘进工作面回风流中甲烷浓度不应超过0.8%的换算系数;
—掘进工作面回风流中风排瓦斯量;1.88m³/min
—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数;取1.9
2、按照二氧化碳涌出量计算;

67—按掘进工作面回风流中二氧化碳不应超过1.5%的换算系数;
—掘进工作面回风流中二氧化碳涌出量;0.2³/min
—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数;取1.6
3、按工作面最多人数

4—每人需风量,m³/min
—掘进工作面同时工作面的人数,(交接班时40人)
经上述计算工作面需风量为447m³/min。
(二)风筒选型
1、风筒选型
根据风筒直径选用标准:2×30KW局部通风机风筒直径为1000mm的双抗风筒。
2、交叉风筒接头规格和安设标准
正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换的交叉风筒接头的规格:φ1000+φ1000—φ1000*L5000,安设标准:工作风机在前,直接套上φ1000的一头,备用风机在另一侧,接上φ1000的交叉风筒另一头后,并将接头端系拢,防止漏风,只剩另一端的单接头逐条接上风筒朝工作面供风。
(三)按照工作面需风量选择局部通风机吸风量
1、按风筒漏风率计算局部通风机吸风量
—计算局部通风吸风量,m³/min;
—百m风筒漏风率,取2.0%;
—整列风筒长度,取900m。
经上述计算局部通风机吸风量必须满足546m³/min,选用FBD№8.0/2×30kw,风机吸风量为650~880m³/min,满足风机吸风量要求。
2、工作面实际供风量计算

—风筒送往掘进工作面的实际风量, m³/min
—局部通风机的实际吸风量,800m³/min
经上述计算,工作面实际供风量为656m³/min,满足工作面实际用风量447m³/min。
3、按风速进行验算
⑴按最小风速验算风量

⑵、按最大风速验算风量

—掘进工作面巷道的净断面积,断面取17.28㎡;
0.25—有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩和煤巷允许最低风速s/m;
4.0—采煤工作面、掘进中的岩巷、煤巷和半煤岩巷允许最高风速,s/m;
经上述计算送往掘进工作面最里段的实际风量为656m³/min,满足最小风速的风量要求;掘进工作面的最外段风量按照风机实际吸风量800m³/min计算,满足最大风速的风量要求。
4、局部通风机安装地点配风量计算
 
—局部通风机安装于31016北车场,实际吸风量800m³/min;
—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,1台;
0.25—有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩和煤巷允许最低风速s/m;
—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,18.87㎡;
经上述计算局部通风机安装地点配风量必须满足1025m³/min。
(三)按照通风系统阻力选择局部通风机风压
1、局部通风机系统总阻力

—风筒摩擦阻力,;
—风筒局部阻力,;
—风筒出风口动压损失,。
2、风筒摩擦阻力计算
                                 
—摩擦阻力系数,取0.0029
—风筒总长度,900m;
—风筒断面净周长,m;
—通过风筒的平均风量,m³/s;
—风筒净断面积,㎡;



—风筒半径,0.5m;
—圆周率;
—风筒送往掘进工作面的实际风量,10.93m³/s;
—局部通风机的实际吸风量,13.33m³/s。
3、局部通风阻力

—局部阻力系数,取1.3
—空气密度,1.2kg/m³;
—风筒直角拐弯处数量,取3。
4、风筒出风口动压

—风筒直径,1m。
经上述计算,局部通风系统总阻力为3170Pa,选用FBD№8.0/2×55kw风机,风压为1900~7500Pa,满足通风阻力要求。
附图6:并联进风巷通风、监测监控系统图
6.2压风系统                      
风源来自地面压风机房,压风机房安设的一台KPS-250型压风机和二台GA110-7.5型压风机,1台风量为40m³/min,2台风量均为20m³/min,总供风量为80m³/min,实测排气压力为0.7MPa。使用1路Φ194㎜无缝钢管安装到井底,然后由Φ108㎜无缝钢管延伸到轨道大巷,自轨道大巷采用Φ108㎜无缝钢管经31016北车场延伸至工作面。管路吊挂平直,不得跑风漏风,确保迎头风压不小于0.5MPa。
压风系统:地面压风机房→新副井筒→井底车场轻车线→轨道大巷→1#中部车场→转载巷→施工地点


6.3防尘系统                 
6.3.1施工迎头应设有完善的供水管路供迎头正常使用,迎头掘进及防尘用水均由供水管供给,根据矿井现场实际情况选用Φ76×4mm钢管作为高压水管,管路采用快速接头连接。
6.3.2工作面50m范围内安设2道喷雾除尘装置。
6.3.3防尘管路必须接至迎头,每隔50m设一个防尘三通,阀门要灵活好用,并配备20m高压水管,以便及时降尘。
6.3.5所有转载点、卸载点等地点,都必须安设喷雾装置。
6.3.6供水路线
地面消防水池→新副井筒→井底车场轻车线→轨道大巷→1#中部车场→转载巷→施工地点


6.4防灭火
带式输送机机头及供电点各配必须配备齐全消防器材(消防砂箱、灭火器2个、消防桶2个、消防铲2张、消防斧2把),综掘机机身配备不少于2个灭火器。


6.5瓦斯防治(请防突科审阅完善)        
6.5.1每班必须使用好甲烷传感器,挂牌管理,按时填写牌板,并实行三专供电和瓦斯电、风电闭锁。
6.5.2采掘工作面及其他作业地点风流中甲烷浓度达到0.8%时,必须停止打眼。 
6.5.3甲烷传感器出现故障时,及时向调度室汇报处理。
6.5.4工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中甲烷浓度达到1.2%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
6.5.5采掘工作面及其他巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的甲烷浓度达到2%时,附近20米内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。
6.5.6因甲烷浓度超限被切断电源的电器设备,必须在甲烷浓度降到0.8%以下时,方可恢复供电。
6.5.7采掘工作面回风流中CO2浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,进行处理。
6.5.8临时停工时,不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏、警示标语,禁止人员进入,并报告矿调度。


6.6安全监控、人员定位及有线通信系统(请监控队审阅完善)                 
采用KJ70N安全监测监控系统对工作面甲烷浓度进行连续监测监控。当甲烷浓度超过设定报警值时,现场甲烷传感器发出声光报警,地面监控服务器及各监测终端同时发出报警信号。当甲烷浓度超过设定断电值时,现场瓦斯传感器发出声光报警,地面监控服务器和各监测终端同时发出断电报警信号,同时安设在掘进工作面通风机开关群处的KJ70N—F型通用监控分站执行断电指令,控制断电器切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁;当甲烷浓度低于复电值时时,安设在掘进工作面通风机开关群处的KJ70N—F型通用监控分站执行复电指令解除闭锁,解除闭锁后掘进工作面才可以人工恢复供电。
6.6.1安装位置及控制参数
6.6.1.1通风机开关群处安装一台KJ70N—F型通用监控分站、一台KDW17型隔爆兼本安电源,三台GKT127V-660V矿用本质安全型断电兼馈电一体式传感器,四台KGT9型设备开停传感器。
6.6.1.2在距工作面5m范围内、回风口10~15m范围内、进风分风口处,分别安设型号为GJC4甲烷传感器T1(报警值≥0.8%、断电值≥1.2%、复电值<0.8%)、T2(报警值≥0.8%、断电值≥0.8%、复电值<0.8%),T3(报警值≥0.4%、断电值≥0.4%、复电值<0.4%),甲烷传感器距顶板不大于300mm,距巷道帮不小于200mm,在距风筒末端不大于30m处安设KJV6型风筒传感器1台。
6.6.1.3断电范围:掘进施工巷道内全部非本质安全型电气设备。
6.6.1.4在距回风口10~15m范围内分别安设KGW5型温度(报警值≥30℃)、GC1000J型粉尘和GJC4/100型甲烷高低浓传感器(报警值≥0.8%CH4),在回风流测风站内安设KGF2型风速传感器(报警值≥4m/s<0.25m/s),在进风分风口处安设GFX350型风向传感器,当风流逆转时发出声光报警信号,在皮带机头下风侧10~15m分别安设GQL0.1型烟雾传感器和GTH1000型一氧化碳传感器(报警值≥24ppm)。
6.6.2监测监控设备、电缆管理
6.6.2.1依据《煤矿安全规程》、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2OO7)的有关规定,加强对并联进风巷掘进工作面监测监控设备、电缆的管理,确保掘进工作面监测监控设备的正常运行,充分发挥其作用,保障安全生产。
6.6.2.2监控队在掘进施工挂牌前,按照并联进风巷掘进工作面作业规程将监控设备安装到位。在安装断电系统时,供电队必须根据断电范围要求,提供断电条件,并接通井下电源及控制线。连接时必须有监控人员在场监护,监控队负责安全监测监控设备安装后的调试、传感器校验和维护工作。
6.6.2.3分站、电源箱入井前必须按照说明书进行测试调校。各项技术指标应与说明书相符,通电运行24~48h,确认没有问题后才能下井。入井前应按照要求核查其防爆性能和完好情况,取得“防爆电器设备检验合格证”后方可入井安装。
6.6.2.4分站安装后要挂分站管理牌版,根据安装情况如实填写分站管理牌板内容。当定义参数变动时,应及时修改牌板内容,保证与实际情况一致。
6.6.2.5分站、电源箱及断电器应安设在便于人员观察调试且支护良好、无淋水、无杂物的地点,其所在位置要供电方便,尽可能缩短监控线路。各类设备严格按照质量标准化标准吊挂,以便于巡查维护。
6.6.2.6分站电源箱供电电源必须取自被控制开关的电源侧,严禁接在被控开关的负荷侧。分站电源箱等非本质安全型电气设备必须按要求安设符合要求的接地极,接地电阻不得大于2Ω。
6.6.2.7甲烷传感器及设备开停传感器在入井前均应按照使用说明书进行调校标定,通电运行24h,准确无误后方可入井使用。
6.6.2.8甲烷传感器安装后按照AQ1029-2007标准周期进行调校,每15天必须至少使用标准瓦斯气样和空气气样调校甲烷传感器1次,同时测试瓦斯电闭锁功能,确保甲烷传感器监测准确及瓦斯电闭锁功能正常。
6.6.2.9分站、电源箱、断电器在井下连续运行6~12个月,必须升井检修。
6.6.2.10电源箱及断电器使用的电缆要符合矿用电缆的技术标准。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。电源电缆不得盘圈,过长的电缆要用吊钩均匀吊挂,间距不得大于1.5m。电源线不得与其他动力电缆或信号电缆交叉。
6.6.2.11监控系统所用电缆在入井前,均应在地面进行芯线通断、绝缘性能的测试。
6.6.2.12信号电缆与动力电缆在同一巷帮敷设时,信号电缆应吊挂在动力电缆的上方,其间距不得小于100mm。
6.6.2.13传输电缆的接头,都要用本质安全型专用接线盒。接线盒处电缆应绑紧,防止巷道变形和人为拉脱接头。进线电缆两端应向下垂,防止接线盒进水。
6.6.2.14分站处不得留有过多的电缆,进出电缆应整齐美观。其线路中的接线盒应贴上标签,注明用途,以便查找故障。接线盒盖上的固定螺丝应涂油防锈,防止受潮生锈。
6.6.2.15安装的分站、传感器、电缆、电缆接线盒等由施工单位的队长、班组长负责保管和使用,如有损坏应及时向矿调度室汇报。凡发生区队解脱或破坏监控装置的,必须坚持先停产后追查分析的制度,对责任者必须严肃处理。
6.6.2.16瓦斯员每班对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录,监控队负责工作面传感器电缆按要求正确吊挂;瓦斯员对安全监测监控系统装置及电缆的外观进行检查,并将记录和检查结果报调度室,将安全监测监控装置的完好情况纳入现场交接班内容。安全监控设备发生故障时,瓦斯员要及时汇报给调度室,瓦斯员在监控设备不能正常工作期间加强人工监测,监测值班人员应在8h内修复,否则必须停工修复或更换。
6.6.2.17甲烷传感器的挪移由瓦斯员负责,传感器要采取保护措施。监测线路的的布设由监控队负责,线路要规范盘好捆扎好,吊挂规范。
6.6.2.18改接或拆除与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线时,必须与安全监控部门共同处理,检修与安全监控设备关联的电气设备,需要安全监控设备停止运行时,必须制定安全措施,并报矿总工程师审批。
6.6.3人员定位系统
在掘进巷道入口处及距工作面30m范围内分别安设KJ125-F型人员定位读卡分站1台,所有入井人员必须随身携带KJ125-K型人员定位卡,人员行动轨迹要监测到位。
6.6.4有线通讯系统
在距掘进工作面迎头30~50米范围内安设一台KTH3矿用本质安全型电话机,提机5秒不拨号能直通矿调度室。

6.7供电系统 (请机电科审阅完善)               
6.7.1供电系统概述
6.7.1.1根据并联进风巷掘进工作面所在位置及负荷情况,供电系统布置如下:
(1)专用及备用通风机。风机供电采用双风机双电源,供电电压660V。
(2)从1#中部车场3#配电点630KVA变压器两台总馈电负荷侧分别接综掘机和辅助动力;
(3)工作面设备的控制分别为: 1台QBZ-80型开关控制转载巷40KW刮板输送机,ZBZ4.0M信号照明综保。1台QBZ-80型开关控制并联进风巷2×55KW带式输送机。
(4)信号及照明系统由信号照明综保供电,电压为127V。供电系统设有过流、漏电和接地保护,通风机采用“三专”、“两闭锁”方式供电。
5.7.2主要机械设备一览表
表5-7-1   前期主要机械设备
序号    设备名称    规格型号    功率/kW    台数/台    备注
1    局部通风机    FBD№8.0/30×2    2×30    2    一备一用
2    综掘机    EBZ160    261    1    
3    刮板输送机    40T    40    1    转载巷
4    带式输送机    DSJ80/40/
2×55    2×55    1    转载巷
5.7.3预防电气事故的主要措施
5.7.3.1从配电点分路馈电开关至迎头供电设备由施工区队负责,确保安全供电,保证其完好率达到100%,电气设备的防爆率必须保证100%。
5.7.3.2移动变电站及其高压供电线路由机电科负责检修、维护和保养。
5.7.3.3带式输送机必须按安全生产标准化要求进行安装和日常生产维护,供电线路必须吊挂整齐,四线分开,八大保护齐全灵敏可靠,设备要清洁,摆放整齐端正,开关上架,五小电器上板吊挂固定。为用好和管理好设备、线路必须严格包机到人,实行挂牌管理。
5.7.3.4所有馈电开关整定值由机电科专职人员负责调整(包括移电低压侧),磁力开关的过流整定值由工区维护班长负责调整,其他人员不得任意调整。
5.7.3.5加强对迎头各供电设备及照明信号综保管理,每天由掘进工区指定人员对所管辖分路馈电开关和照明综保进行1次漏电试验,发现问题要及时处理并将试验结果作好记录。
5.7.3.6所有动力电缆必须与风水管路分开吊挂,电缆与风筒、瓦斯管不得挂在巷道一侧。风水管与电缆吊挂在一侧时电缆吊挂在风水管上不得小于300mm间距。电缆不得有脱钩、落地交叉、盘圈和埋、挤、压现象,电缆钩间距800mm。
5.7.3.7严格执行电工操作规程和安全措施,不得带电检修或移挪电气设备,开关群移挪及设备检修时要有相应的措施,接地装置应按规定敷设好,施工完毕经检查确认无问题后再恢复原供电方式。带式输送机设备检修时,必须把相应的开关打至停电位置且锁死并设专人看管,工作完毕由专人联系送点试运行。
5.7.3.8对每台配电设备进行巡查和检修,必须断电检查瓦斯,验电放电后方可进行巡查和检修。严禁带电检修,停电检修开关挂上“有人工作,禁止送电牌并设专人看管,工作完毕由停电人取下此牌再恢复送电。
5.7.3.9所有设备的维修操作人员经过专业培训考试合格取得合格证书的人员担任,并持证上岗,坚持先检查后工作。
附图7:并联进风巷供电系统图



6.8排水系统                       
根据本区段地质资料显示,本掘进工作面无大的涌水,主要为打钻及防尘涌水,可能有少量的顶板裂隙滴水,故掘进过程中,在巷道掘进迎头后低洼点处设置临时水仓,临时水仓布置在巷道皮带里侧。
采用风动排水泵(BQG-450/0.2)将迎头积水经排水管路排至回风大巷水沟。排水管路必须全程铺设,满足巷道下一步排水系统要求。
排水路线:工作面临时水仓→排水管路→回风大巷


6.9运输系统                       
6.9.1材料运输方式
采用1t矿车、花篮车、平板车运输锚杆、网片等材料设备,轨道大巷采取5t电瓶车调车、无极绳绞车运输,1#车场斜巷采取双速绞车运输。
6.9.2材料运输路线。
新副井→轨道大巷(无极绳绞车)→1#中部车场(绞车提升)→转载巷→施工地点
6.9.3出煤运输系统
迎头(综掘机割装运煤)→并联进风巷(刮板输送机/带式输送机)→溜煤眼→胶带大巷→井底煤仓→主井→地面


6.10照明、通讯和通信系统
6.10.1照明:综掘机及工作面照明设备完好。
6.10.2通讯:在距掘进工作面迎头30~50米范围内安设一台KTH3矿用本质安全型电话机,提机5秒不拨号能直通矿调度室。。
6.10.3信号:在巷道掘进期间,绞车、胶带输送机分别安设声光信号装置进行开机、停机联系;信号规定:一停、二开;各操作工不得擅自离岗,且持证上岗。



7劳动组织与主要技术经济指标
7.1劳动组织                   
7.1.1劳动组织形式
采用“三八”制作业。
7.1.2劳动组织和出勤
表7-1   劳动组织和出勤
序号    工种    一班    二班    三班    合计    
1    综掘机司机    1    1    1    3    
2    支护工    5    5    5    15    
3    煤溜(皮带)司机    3    3    3    9    
4    跟班电工    1    1    1    3    
5    维护工    1            1    
7    运料工    1            1    
8    班组长    1    1    1    3    
9    跟班队长    1    1    1    3    
10    安全员    1    1    1    3    
11    瓦检员    1    1    1    3    
12    合计    16    14    14    44    



7.2循环作业方式               
7.2.1作业制度
7.2.1.1单位主管队长是本单位生产组织及安全质量管理的第一责任人;跟班干部及班组长对当班生产组织及安全质量负主要责任,是工程质量的主要责任人。
7.2.1.2认真贯彻执行“安全第一、预防为主、综合治理”的方针,切实搞好安全质量、工作质量达标努力,努力推进本质安全。
7.2.1.3加强顶板管理,严格按有关要求管理好顶板,杜绝各类顶板事故的发生。
7.2.1.4必须遵章指挥、遵章作业,遵守劳动纪律,严禁“三违”。
7.2.1.5严格执行岗位责任制、现场交接班、工程质量班组验收等制度,突出现场管理,加强过程控制。严格执行“三大规程”、《煤矿安全质量标准化标准》和能源公司及平山公司安全质量标准化补充规定及相关细则、规范、文件等规定。
7.2.1.6严格按设计进行施工,跟煤层顶板按方向线掘进,确保巷道成型达标。现场施工方向线发生偏差,验收员应及时校正维持当天掘进,并及时汇报技术员,由技术员通知测量组于次日重新给线。
7.2.1.7现场施工条件发生变化时,跟班干部及班长必须及时汇报,采取针对性措施处理。
7.2.2作业方式
7.2.2.1作业制度
采用“三·八”工作制,班前会结合上班工作情况布置工作任务及安全事项,现场交接班。
7.2.2.2作业方式。
三班掘进,设备的日常检修利用预测班时间进行。
7.2.2.3循环作业
正规循环进尺为0.9m,生产班每班3个掘进循环,检修班(预测班)2个掘进循环。当顶帮破碎或遇地质构造等情况,降低循环进尺。正规循环率90%。
附图8:并联进风巷正规循环作业图表


7.3主要技术经济指标                  
表6-3  施工主要技术经济指标
序号    项目    单位    指标    备注
1    每圆班在册人数    名    50    
2    每圆班班出勤人数    名    44    
3    出勤率    %    88    
4    循环进尺    m    0.9m    
5    班循环    个    3    检修班(预测班)循环2个
6    月循环次数    个    180    按25天计算
7    月进尺    m    162    
8    循环率    %    90    
9    效率    m/工    0.112    
10    左旋无纵筋锚杆消耗    根/m    5.56    
11    玻璃钢锚杆消耗    5.56    根/m    5.56    14    
12    Φ22×12000mm锚索    根/m    2.77    
14    锚固剂    根/m    47.4    
15    φ14mm单筋钢梯    m/m    4.2    
16    φ18mm钢梯    m/m    3    
17    φ6mm钢筋网片    ㎡/m    5.13    
18    10#铁丝菱形网    ㎡/m    4.64    
19    尼龙网    ㎡/m    1.1    






8.主要安全技术措施
8.1施工准备               
8.1.1作业规程的贯彻、考试开工前由队长组织,区队技术员向本区队参与施工的作业人员贯彻作业规程,管编制试题对职工进行考核,考试合格者方准下井作业;考试不及格以及轮休请假职工必须补课,并经考试合格后方可上岗作业。
8.1.2严格按规程施工,如有变化应及时编制补充措施。


8.2一通三防               
8.2.1局部通风
8.2.1.1全负压供风量必须大于局部通风机吸风量,局部通风机及其开关必须置于新鲜风流中,距其回风侧保持10m以上的距离。
8.2.1.2严格按照《煤矿安全规程》要求,为各掘进工作面供风,严禁风量不足及局部通风机发生的循环风现象。通风工区每10天对该区域的风量至少进行1次全面测定,同时应根据实际需要随时测风,每次测风结果应有记录并填写在侧风地点的记录牌版上。发现供风量不足现象,必须及时汇报和处理。
8.2.1.3局部通风机、风筒的吊挂、管理及维修必须按照质量标准化的要求执行,严格按照局部通风质量标准化要求管理局部通风。风筒要吊挂平直,逢环必挂。风筒出现脱节、接头漏风时,要及时整理完好;风筒出现破口要及时予以修补或更换,确保风筒出口风量能够满足巷道风速及稀释瓦斯的需要。在确保迎头甲烷浓度不超限的情况下,风筒出口距迎头不超过5m。
8.2.1.4加强该区域通风设施的管理,发现通风设施损坏,当班必须立即处理完毕。瓦斯员要对所在区域的通风设施进行检查,发现通风设施损坏时,能采取应急措施处理的,应进行处理,并汇报通风值班室,通风工区必须在6h内处理完毕。
8.2.1.5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,必须撤出人员,切断电源。
8.2.1.6掘进工作面中的电器设备必须实现“三专两闭锁”和“双风机双电源”自动换台。当局部通风机停风后,能够切断工作面及其回风流中所有非本质安全型电器设备的电源,并保证在恢复通风后只能人工复电。
8.2.1.7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,只有停风区中最高甲烷浓度不超过0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%,且在局部通风机及开关附近10m内风流中的甲烷浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。停风区中甲烷浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%,最高甲烷浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时,瓦斯检查员经请示矿领导及通风队值班人员批准后,采取安全措施,控制风流排放瓦斯。停风区中甲烷浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时,必须制订安全排瓦斯措施,报矿领导批准,由救护队负责实施。
8.2.2瓦斯管理
8.2.2.1地质测量部门要加强地质预测工作,遇有地质构造变化带时,必须及时通知施工单位和通风部门和其他有关单位,以便采取超前打钻等措施,探明瓦斯情况,并加强瓦斯检查,避免瓦斯超限事故。
8.2.2.2通风工区选定责任心强、素质过硬的瓦斯员加强现场瓦斯监控和管理。掘进工作面每班必须安排瓦斯员对掘进工作面的瓦斯进行检查,每班不少于3次,瓦斯涌出异常时,随时进行检查。严禁瓦斯员空班、漏检及假检。瓦斯员必须严格执行现场交接班制度。
8.2.2.3掘进工作面回风流中甲烷浓度不得超过0.8%,否则,应停止工作,进行处理,并及时向矿调度室及通风值班室汇报。
8.2.2.4在距工作面5m范围内、回风口10~15m范围内分别安设一个型号为KGJ15甲烷传感器T1、T2,甲烷传感器距顶板不大于300mm,距回风侧巷道帮不小于200mm。跟班队长、班长、瓦检员随身佩带便携式瓦检仪。
表7-1 瓦斯监测图表
    报警浓度    断电浓度    复电浓度    断电范围
T1    ≥0.8%CH4    ≥1.2%CH4    〈0.8%CH4    掘进巷道及其回风流内全部非本质安全型电气设备
T2    ≥0.8%CH4    ≥0.8%CH4    〈0.8%CH4    
8.2.2.5每班必须使用好甲烷传感器,挂牌管理,按时填写牌板,并实行“三专两闭锁”。
8.2.2.6工作面20m范围内瓦斯达到0.8%时或二氧化碳浓度达到1.5%时严禁打眼。
8.2.2.7工作面及其他作业地点风流中、电动机及其开关安设地点附近10m以内风流中甲烷浓度达到0.8%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
8.2.2.8掘进工作面及其他巷道内,体积大于0.5m³的空间内积聚的甲烷浓度达到2%时,附近20m内必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。
8.2.2.9因甲烷浓度超限被切断电源的电气设备,必须在甲烷浓度降到0.8%以下时,方可通电开动。
8.2.2.10临时停工时,不得停风,否则必须切断电源,设置栅栏、警示标语,禁止人员进入,并报告矿调度室。
8.2.2.11加强对瓦斯监测监控系统的管理。监控队除按规定周期对掘进工作面监控设备进行调校维护外,当现场设备出现问题时,必须在8h内处理,恢复正常运行。现场瓦斯员要随时注意瓦斯探头的现实情况,并每班3次用光学瓦斯检定器进行调验,如发现两者检测结果超过0.1%或探头有其他故障,必须立即与调度室取得联系,以便安排人员下井调校维修。
8.2.2.12施工单位的电钳工、班组长、爆破工及跟班区队长必须携带性能完好的瓦斯便携仪。
8.2.2.13机电科必须加强该区域的供电管理,杜绝停电停风现象。掘进面临时停工不得停风;临时停风时,瓦斯员、班组长、跟班干部必须及时撤出所有人员,打开迎头压风,并切断掘进巷道内所有非本质安全型电源,并在掘进巷道入口打上栅栏、提示警标,严禁人员入内。恢复通风前,瓦斯员必须先检查瓦斯,只在有掘进巷道瓦斯不超限的情况下,方可人工启动局部通风机运转,恢复巷道通风,否则按瓦斯排放措施要求进行瓦斯排放。
8.2.2.14掘进巷道内的高冒区、顶板空洞、片帮折帮地点,两帮空肩窝处及两帮深度小于3m的盲巷必须设点检查瓦斯,甲烷浓度达到0.8%及以上时,必须采取插管通风等措施将甲烷浓度控制在0.8%以下。
8.2.3防尘、防火管理
8.2.3.1掘进工作面每隔50m在供水管路上设一个三通阀门,阀门要灵活好用,并配备20m高压水管,以便及时降尘。专门用作巷道防尘使用 。
8.2.3.2掘进单位安排专人对防尘系统进行检查、维修,确保工作面防尘系统完好,水量、水压符号要求,并能正常使用。
8.2.3.3施工单位每班必须对工作面迎头向后50m进行防尘。
8.2.3.4施工单位每班必须对喷雾设施进行维护和保养,确保正常使用。
8.2.3.5带式输送机机头处设消防器材,带式输送机机头、配电点处沙箱(纯沙不少于0.2m³)、灭火器(不少于2只)、消防桶(2只)、消防铁锹(2把)、消防管理牌板(1块)等消防设施配备齐全,放置整齐美观,取用方便。带式输送机超温洒水、烟雾报警等设施必须齐全完好。
8.2.3.6带式输送机的滚筒、托辊、三节辊必须保持正常运转,杜绝摩擦生热现象。皮带底必须正常清理,禁止浮煤堆积。
8.2.3.7对掘进过程中出现的高冒,施工单位必须接实顶板。通风工区及时进行挂牌管理,建立台账并进行气体检查分析。严禁高冒瞒顶。掘进单位必须将高冒的冒高、范围等参数如实汇报通风工区。
8.2.3.8对巷道内发现发火征兆的地点,必须及时采取措施处理,及时消除发火隐患。
8.2.3.9加强电气设备的检查。对掘进工作面及其回风范围内的所有电气设备,施工单位每天都要安排专人进行全面检查维修,杜绝失爆现象。机电科要做好该区域电气完好情况的监督检查。


8.3顶板管理                   
8.3.1接班后,每班班长必须指定专人对整条巷道的锚杆质量、数量进行检查,发现不合格、缺失以及托板不紧贴岩面、松动、失效的锚杆必须及时整改或补打。
8.3.2进入工作面之前使用长把工具(不小于2.5m)对迎头、顶帮活矸、危岩,由外向里,由顶到帮进行找掉。
8.3.3现场跟班的安检员对施工区队施工锚杆、锚索支护质量负有现场监督、管理责任,施工区队施工的锚杆、锚索必须要有台帐,台帐必须要由安检员、班组长、验收员签字。
8.3.4必须从外向里逐排进行锚杆支护,严禁空锚、缺锚。顶板掉顶时,必须及时进行超前锚杆支护,并及时补充专门措施。
8.3.5正常支护锚杆不得吊挂手拉葫芦及其他重物等。
8.3.6锚杆杆体、托板、螺母、锚固剂等必须符合国家及行业标准要求。
8.3.7采用LDZ-100型锚杆拉力器,按规定对锚杆进行拉拔力试验。
8.3.8锚固剂的质量由供应科定期抽检、监测,发现有质量问题应立即通知厂家改进,以确保锚杆安装质量,杜绝顶板安全隐患。现场锚固剂的使用有异常情况时,班组长应及时向队长汇报,队长及时将信息反馈给供应科。
8.3.9地测部门、区队干部及技术员应加强对锚杆支护巷道的地质、围岩、顶板管理等进行分析,确保技术可行、安全可靠、支护有效。
8.3.10落实管理措施,严防巷道冒顶事故发生:
(1)每班进入迎头工作前,必须将已掘巷道仔细检查一遍,发现锚杆失效,顶板下沉离层、来压、破碎时要及时采取补打锚杆、锚索或套棚等针对性措施,否则不准进入迎头工作,并将情况及时汇报调度室。
(2)当顶板破碎或形成网兜放顶时,必须从迎头逐排由外向里进行,作业时,人员必须站在安全支护下使用长把工具进行。1次放1排,放顶时安排有经验的专人观察顶板,放顶处向里严禁有人,放顶处应设警戒,禁止人员通过。
(3)发现迎头顶板表面岩性变差或完整性不好时应及时铺设双层网护顶网,以提高护顶面积。
8.3.11巷道遇断层或其他未知构造必须另行编制措施:
(1)在掘进过程中遇到断层、软煤区、陷落柱等地质构造必须停止作业,向矿调度室、地测科、生产技术科等相关科室汇报;相关科室及时组织人员深入现场,了解现场情况并决定施工方案及相关要求,变更支护设计,待设计变更会审后,方可按设计进行施工; 
(2)必须严格按技术科确定施工方案施工。加强支护顺延至进入正常顶板条件后的距离不得小于5m,并由技术科现场查看后下达恢复原有支护方式后方可恢复。
8.3.12临时停工前,必须将永久支护跟至迎头。
8.3.13严格按支护设计施工,杜绝随意变更支护参数或更换支护材料。
8.3.14规范顶板离层仪的安装、观测。


8.4防突管理措施 (请防突科完善)
详见附件1:《    》。            


8.5防治水管理 (请地测科完善)
 掘进范围内主要含水层为奥陶系中统厚层灰岩岩溶含水层组,主要包括奥陶系中统峰峰组含水层,上、下马家沟组岩溶含水层,层厚约470m,埋深750~850m。经计算,掘进范围内突水系数0.0317,小于0.06,因此在原始状态下不存在底板奥灰突水可能,处于带压开采相对安全区。
掘进范围内不存在采空区积水。
掘进过程中涌水主要为打钻及防尘涌水,可能有少量的顶板裂隙滴水,根据31016底抽巷掘进情况分析,预计涌水量为2.0~4.0m³/h。31016开切眼处于31016底抽巷(中)穿层抽放钻孔覆盖范围内,无水害威胁。 


8.6机电管理                   
8.6.1从配电点分路馈电至掘进头所有线路、开关、设备由使用单位负责维修保养。为确保安全供电,保证其完好率为100%,电气设备防爆率为100%。
8.6.2根据安全生产标准化要求和规程规定,供电系统的整个线路必须吊挂整齐,四线分开,设备面貌清洁,摆放端正,开关必须上架,严格实行包机到人、挂牌管理,完好牌、包机牌、标志牌必须齐全清楚。
8.6.3所有馈电开关整定值由机电科专职人员根据负荷调整,磁力启动器整定值由工区生产机电队负责,其他人员不得随意调整。
8.6.4掘进工作面必须安装风电闭锁和瓦斯电闭锁,并且保证完好、动作灵敏可靠。
8.6.5所有设备司机必须经过培训考试合格,由取得安全资格证的人员担当,并持证上岗。
8.6.6掘进迎头增加负荷、延长线路,要与机电科专职人员联系好,并填写用电申请,经有关人员审批后方可施工。
8.6.7声光信号系统要求齐全完好,灵敏可靠,声音清晰响亮;信号综保每班试验1次,发现问题要及时处理,否则停止供电。
8.6.8加强对接地系统的检查和维护,接地极线的规格、材质、截面、连接方式应符合规程要求,同时接地系统由专人每班进行1次全面检查,发现问题及时处理,开关群挪移后必须重新敷设好接地系统后,再恢复供电。
8.6.9配电点10m范围内禁止存放易燃、易爆物品。
8.6.10电钳工必须持证上岗,严格执行电器维修工种操作规程,不得带电检修、检查、搬迁电气设备。
8.6.11电钳工检查、检修机电设备前,必须停电,并设专人看管开关,开关处必须挂有“有人工作,禁止合闸”的标志牌,并用瓦斯便携仪检查其周围10m范围内的甲烷浓度。若甲烷浓度达到0.5%时,严禁打开电气设备,制定停电工作票,严格执行。
8.6.12电缆吊挂管理
8.6.12.1工作面电缆吊挂在开切眼煤壁侧帮部,距底板高度2500mm。
8.6.12.2通讯和信号电缆,应敷设在电力电缆上方0.1m以上的地方。
8.6.12.3电缆与瓦斯管路必须分挂在巷道两侧,出现过巷交叉现象的,应采取专门的隔离措施。
8.6.12.4电缆吊挂于风水管路上方,保持0.3m以上的距离。
8.6.12.5电缆同风筒等易燃物品应分挂在巷道的两侧,若受条件限制挂在同侧相互之间应保持0.3m以上的距离。
8.6.12.6电缆不得悬挂在风管或水管上,不得遭受淋水,电缆上严禁挂任何物件。不得用铁丝吊挂电缆,也不得出现落地及盘圈、弯等违反规程的情况。
8.6.12.7对因调整供电系统拆除的电缆,或因某种原因在井下闲置的电缆,应及时回收上井,入库、修复备用;并进行撤负荷审批。
8.6.12.8电缆标志牌要齐全,注明电缆编号、电压、截面积、长度、用途等。
8.6.12.9使用中的低压电缆如有破皮、损伤,应及时修复或更换,不经机电科批准,不得任意截断电缆。
8.6.12.10对使用的电缆应用专用电缆钩吊挂好,不准用铁、铜、铝条吊挂,不得让电缆落地。
8.6.12.11电缆选型必须合理。
8.6.12.12动力电缆和“四小线”必须选用取得煤矿矿用产品安全标志的阻燃电缆。 
8.6.12.13电缆和“四小线”敷设基本要求:布置均匀,排列整齐,不交叉,不落地,悬垂高度一致,并有适当的弛度,做到悬挂一条线。
8.6.12.14四小线”的敷设、吊挂、除尘必须明确维修单位和责任人;其中照明线、信号线由施工区队负责敷设、维护,监控线、电话线由机电科监控队负责敷设、维护。电缆和“四小线”应保持清洁干净,不得有浮灰和其它污垢。
8.6.12.15钩敷设规定:
⑴电缆钩安装时应垂直于顶底板,间距为1.0m,肉眼观察平直一条线。
⑵电缆钩上下端分别固定在两条Φ8㎜的钢绞线或钢丝绳上,钢绞线或钢丝绳两端分别生根在巷道上。钢绞线或钢丝绳中间部分用倒正丝等,根据需要固定在巷道上,吊挂点数量、间距以保证电缆吊挂后平直为标准。
8.6.12.16电缆穿过墙壁部分应用套管保护,并严密封堵管口;电缆过巷道时,应使用电缆过桥。
8.6.12.17电缆接线盒应悬挂在电缆钩上并上板固定好,设在淋水处的电缆接线盒应有防护措施。
8.6.12.18使用中的低压电缆如有破皮损伤应及时按照标准修复或更换。
8.6.12.19电缆连接必须符合下列要求:
(1)不同型电缆之间不得直接连接,必须经过符合要求的接线盒、连接器、中间接头装置或母线盒进行连接。
(2)同型电缆之间,除按不同型电缆之间的连接方法进行连接之外,还可直接连接,但必须遵守有关规定。
8.6.12.20《电缆标志牌、电缆去向标志牌》使用规定:
(1)每根电缆两端,穿墙电缆的两边都应有《电缆标志牌》。
(2)《电缆标志牌》应贴在距电缆接线盒0.5米处,距墙0.5米处的地方。
(3)从每个变电硐室进出的电缆移动变电站,每台低压电开关及电缆拐弯处都使用《电缆去向标志牌》。
(4)《电缆去向标志牌》应贴在距变电硐门1.5米处,距移动变电站、低压馈电开关接线盒0.5米处,距拐弯起点0.5米处的地方。(接线盒一端贴电缆去向标志牌的电缆,此端就不在贴《电缆标志牌》,另《电缆去向标志牌》有左右方向使用时请注意。


8.7运输管理                
8.7.1斜巷运输管理
1.绞车司机、挂钩工必须经过培训考试合格并持证方可上岗,进入岗位必须先检查后工作,接车司机负责检查绞车的稳固与完好,钢丝绳老化、信号等情况;挂钩工负责检查轨道、斜巷安全设施、绞车钩头、保险绳及矿车连接装置等,发现问题及时汇报处理,待处理好后方可工作。
2.绞车司机应集中注意力,谨慎操作,听清信号,按信号开车,并做到“六不开”,即绞车不完好不开;钢丝绳不合格不开;安全设施及信号不齐全不开;信号不清不开;超挂车不开;“四超”车辆无运输措施不开。挂钩工做到“六不挂”,即:安全设施不齐全可靠不挂;信号联系不通不挂;“四超”车辆无运输措施不挂;物料装的不稳固不挂;连接装置不合格不挂;斜巷内有行人不挂。绞车司机严禁同时开两部绞车或兼职挂钩工。斜巷悬车时,司机应紧握闸把,不得擅离岗位。下山松车带电运行,严禁放飞车。
3.绞车钢丝绳要与绞车型号、牵引车数量及巷道坡度相适应。使用过程中,每班工作前必须检查其老化磨损和断丝情况,超过规定应及时更换新绳。绞车运行过程中,严禁用手触碰运行中的钢丝绳。绞车绳严禁打结使用。钢丝绳插接长度必须符合《煤矿安全规程》有关规定。斜巷上口平巷段与下坡段的竖曲线轨道连接处应安设地滚,斜巷内每隔20m安设一处,拐弯处安设站轮和导向轮,所以地滚及站轮应灵敏可靠。
4.斜巷运输必须做到“三好、四有、二落实”。绞车钩头、保险绳与矿车连接以及车与车之间连接必须使用相应规格马蹬。钩头必须安装保险绳,钩头必须有绳口且要插接并配绳口卡子,插接长度不小于3.5个捻距,严禁用绞车绳打简易绳鼻挂车,严禁用其他物品代替链环、插销连接矿车。斜巷“一坡三挡”要按规定安装齐全保持完好,并正常投入使用。斜巷上下滑板必须设置信号硐室。
5.严格按规定挂、拉车,严禁超挂车,严禁人员爬车、蹬钩头。
6.矿车掉道时,不准用绞车牵引上道,要用长料(L≥2m)或手拉葫芦拿道,同时遵守以下规定:
(1)绞车司机必须刹紧绞车制动闸把,不得离开绞车。
(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)重车拿道,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、支护完好的地点操作。同时设专人观察车辆及周围支护情况,发现险情及时示警撤人。严禁人工背车。
(6)车辆拿上道后,及时清理干净该处的浮煤(矸)及杂物。
车辆通过风门时,严禁将两道风门同时打开或直接用车撞开风门。
7.掘进运输的路道中不得有杂物,物料必须码放整齐,距轨道至少留有500mm安全间隙。
8.每班开工前,当班班组长应安排有关岗位人员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。
9.平巷推车时,应观前顾后,手不要放在车的两边上,车距保持15m以上,喊清保安口号。


8.8 机械设备管理
8.8.1掘进机
1、开机前准备工作:
(1)接班后,司机应配合班长认真检查工作面围岩和支护、通风、瓦斯及掘进机周围情况,保证工作区域安全、整洁和无障碍物。
(2)开机前,对机器必须进行以下检查:
①各操作手把和按钮应齐全、灵活、可靠。
②机械、电气、液压系统,安全保护装置应正常可靠。零部件应完整无缺,各部连接螺丝应齐全、紧固。
③电器系统各联结装置的电缆卡子应齐全牢固,电缆吊挂整齐、无破损、挤压。
④液压系统、雾化系统管路的接头应无破损、泄露,防护装置应齐全可靠。将所用延长的电缆、水管沿工作面准备好,悬吊整齐,拖拉在掘进机后方的电缆和水管长度不得超过10m。
⑤减速器液压油箱的油位,油量应适当,无渗漏现象,并按技术要求给机器注油、润滑。
⑥转载输送机应确保完好,拖辊齐全。
⑦切割头截齿、齿座应完好,发现有掉齿或严重磨损不能使用的,必须断开掘进机电气控制回路开关,打开隔离开关,切断掘进机供电电源,并在顺槽开关箱上挂停电牌后再进行更换。
⑧装载爬爪、链轮要完好。刮板链垂度应合适,无断裂丢销现象,刮板齐全无损,应拧紧防松螺帽,防止刮板松动。转载机的胶带和接口无破裂,胶带松紧程度适当。
⑨履带、履带板、销轴、链轮保护完好,按规定调整好履带的松紧度。
⑩水雾化(喷雾)装置系统、冷却装置、照明应良好。水质、水压、流量应符合规定,喷水管路、喷嘴应畅通。
(3)经检查确认机器正常并在作业人员撤至安全地点后,方准合上电源总开关,按操作程序进行空载试运转,禁止带负荷启动
2、掘进机操作:
(1)开机前必须发出报警信号,合上隔离开关,按机器技术操作规定顺序启动。一般启动顺序是:防尘喷雾→液压泵→胶带转载机→刮板输送机(装载机)→截割部。
(2)按规程要求进行切割工作,根据不同性质的煤岩,确定最佳的截割方式。
(3)司机要按正确的截割循环方式操作切割必须考虑煤岩的层理,截割头应沿层理方向移动。
(4)截割过程的注意事项:
①根据煤岩的软硬程度掌握好机器推进速度,避免发生截割电机过载和压刮板输送机等现象,切割时应放下铲板,如果落煤量大而造成过载时,司机必须立即停车,将掘进机退出,进行处理。严禁点动开车处理,以免烧毁电机或损坏液压马达。
②截割头必须在旋转情况下,才能截割煤岩。截割头不许带负荷起动,推进速度不宜太大,禁止超负荷运转。
③截割头在最低工作位置时,禁止将铲板抬起。截割部与铲板间距不得小于30毫米,严禁截割头与铲板相碰。截割上部煤岩时防止截齿触网、触梁。
④司机应经常注意清底及清理机体两侧的浮煤,扫底时应一刀压一刀,以免出现硬坎,防止履带前进时越垫越高。
⑤煤岩块度超过机器龙门的高度和宽度时,必须先行破碎后方可装运。
⑥当油缸行至终止时,应立即放开手柄,避免溢流阀长时间溢流,造成系统发热。
⑦掘进机向前掏槽时,不准使切割臂处于左、右极限位置。
⑧装载机、转载机及后路配套运输设备不准超负荷运转。
⑨注意机械各部、减速器和电机声响以及压力变化情况,压力表的指示出现问题时应立即停机检查。
⑩风量不足,除尘设施不齐全不准作业。
截割电机长时间工作后,不得立即停冷却水,应等电机冷却数分钟后再关闭水路。
发现危急情况,必须用紧急停止开关切断电源,待查明事故原因、排除故障后方可继续开机。
(5)截割头变速时,应首先切断截割电机电源,当其转速几乎为零时方可操作变速器手柄进行变速。严禁在高速运转时变速。
(6)司机工作精神要集中,开机要平稳,看好方向线,并听从迎头人员指挥。前进时将铲板落下,后退时将铲板抬起。发现有冒顶预兆或危及人员安全时,应立即停车,切断电源。
(7)掘进机工作期间禁止任何人员靠近铲板前方和截割臂附近。
3、收尾工作:
(1)按规定操作顺序停机后,应将掘进机退到距迎头5米处安全地点,并将装载铲板放在底板上,截割头缩回,切割臂放于底板上,关闭水门,吊挂好电缆和水管。截割头不使用时用护罩覆盖。
(2)清除机器上的煤块和粉尘,不允许有浮煤留在铲板上。
(3)在淋水大的工作面,应将机器垫高,确保电机不被淹没。在角度大的上、下山工作面停机时应采取防滑措施。
(4)将所有操作阀、按钮置于零位,放松离合器,切断电源,关好供水开关。
(5)全面检查掘进机各部件及各种安全保护装置,有问题应记录在册。
4、掘进机掘进必须遵守下列规定:
(1)掘进机必须装有只准以专用工具开、闭的电气控制回路开关,这些专用工具必须由专职司机保管。司机离开操作台时,必须断开电气控制回路和掘进机上的隔离开关。
(2)掘进机在非司机侧,必须装有能紧急停止掘进机运转的紧急停止按钮。
(3)掘进机必须提前3分钟发出启动警报,只有在铲板前方和截割臂附近无人时,方可启动掘进机。
(4)掘进机必须装有前、后照明灯。
(5)掘进机作业时,应使用内、外喷雾装置降尘,内喷雾装置的使用水压不得小于2MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于4MPa。如果内喷雾装置的使用水压小于2 MPa或无内喷雾装置时,掘进工作面必须使用外喷雾装置和湿式除尘器。
(6)掘进工作面遇有掘进机不能进行有效截割的岩石时,应退出掘进机,然后采用放炮法处理。
(7)更换掘进机截齿时,必须断开掘进机电气控制回路开关。切断掘进机供电电源。
(8)掘进机停止工作或检修以及交班时,必须断开掘进机上的隔离开关和磁力启动器的隔离开关,以切断掘进机供电电源。
(9)用掘进机截割臂托梁架棚时,其下方不得有人;架棚时,应切断掘进机上的隔离开关。
(10)综掘机施工的掘进工作面,严禁利用钻头代替金属前探梁。迎头施工人员必须在金属前探梁保护下工作。
4、检修安全技术措施
(1)参加人员必须熟练掌握掘进机的构造、性能、技术参数、能合理的正确使用各种工具,要检查好专用工具以及其它必需品,且检查合格,所使用的起吊工具,索具必须经过详细检查,确认安全可靠,符合要求方可使用。
(2)检修作业过程中所使用的工具,各部位销子、螺栓等小部件,拆下的软管接头,管子等,严格做好防尘措施。
(3)检修作业过程中,各部位销子,螺栓等不得强行分解,以免损坏,严禁损坏各部件的接合面,并应涂抹一层防锈油,以免接合面受潮锈蚀。
(4)检修电气设备时,停电要有专人负责,检修电气设备要做好验放电工作,严禁带电作业,停电、验电、放电必须在甲烷浓度不超限、通风良好的情况下进行。
(5)检修电气设备,电线接头时,不得使端子上的线号标记松动或脱落,如发现脱落者,必须用白布带包扎好补做记号,并做好记录。
(6)重物起吊后,周围3m内不准人员进行其他工作。
(7)吊最大件(本体,截割部)所用的绳具,直径不得小于Φ15.5(6*19)的合格钢丝绳,数量不得少于2根。
(8)40刮板链环起吊,并用双螺丝和40连接环固定。在挂手拉葫芦时,要用铁丝捆位钩头,怕有脱钩钩现象。
(9)检修部件时,有起重环的可钩挂,无起重环的用钢丝,不得使用部件凸部件做悬挂点。
(10)吊重物时,凡有钢丝绳与锐边接触的地方,必须衬以板皮或其它软质材料,以防损坏钢丝绳。
(11)吊起部件时,严禁任何人随同吊装部件一同升降,严禁人员在设备下方以及受力索具附近通行和停留,并不得将手、脚伸到可能被挤压的地方。
8.8.2输送机运输安全技术措施
本巷道掘进采用刮板输送机+带式输送机运输。
1、刮板输送机安全技术措施
(1)机头安置要稳妥,各部位联接螺栓要紧固,防护罩、电机等不松不缺,减速箱油位合适,油质合格,液压联轴节油量适宜,刮板不飘链。
(2)空车试运转,使刮板链回转一周,刮板链松紧均匀适宜,机尾滚筒转动灵活,从联接环螺栓,刮板及销链有缺损或歪斜的,必须停机进行处理。
(3)不准超负荷启动,因过负荷不能正常启动时,连续启动不得超过五次,每次时间不超过10秒,输送机应平稳,无异常响动和振动。
2、带式输送机的使用与管理
(1)带式输送机铺设要平、直、稳。输送机机头、机尾各打两根地锚,地锚采用2根Φ22mm、长度2400mm螺纹钢锚杆配合链条固定,每根锚杆配1卷MSK2360型树脂药卷进行端头锚固。输送机各部件必须齐全,各连接部位应连接牢固,每班必须由专职人员对其检查一遍,发现问题及时处理。
(2)检修带式输送机前,必须停电,并设专人看管开关,并且开关处要挂“有人工作,严禁送电”字样的牌子。
(3)输送机司机操作时要注意力集中。
(4)启动输送机前必须先发出信号再延时开机,严禁人员在输送机上行走或乘输送机。
(5)做胶带接头必须在机头向后15m或机尾向前15m的范围以外进行。穿胶带时,严禁带电作业,严禁人员站在胶带上方用脚踩胶带。紧胶带前,必须先检查胶带接头、带式输送机机尾地锚是否牢固,信号是否完好、清楚、确认无问题后方可运行。
(6)带式输送机综合保护装置齐全有效。要有行人的过桥。
(7)胶带输送机使用阻燃胶带,有防滑、堆煤、防跑偏、急停、烟雾保护,有超温自动洒水装置,输送机机头有防护栏,机尾有护罩,行人需跨越处设过桥,输送机机头机尾固定牢靠,胶带输送机运行一条线。
(.8)输送机机头范围的支护应牢固可靠,无障碍物或浮煤、杂物等不安全隐患,机头机尾严禁有淤水淤煤,积水严禁进入胶带。
(9)胶带机道内无杂物、淤泥、积水、无积煤(矸)、无磨胶带,物料配件存放整齐。
(10)胶带机头应有统一、清晰、责任到人的管理图牌板,H架应统一编号,机头、机尾旋转部位应安设栅栏并悬挂警示牌。
(11)输送机下列部位应进行检查完好:
①机头及储带装置所用连接件和紧固件应齐全、牢靠,防护罩齐全完整,各滚筒、轴承应转动灵活。
②托辊齐全、转动灵活,托架吊挂装置完整可靠,托梁平直。
③承载部梁架平直,承载托辊齐全、转动灵活、无脱胶。
④输送带接头完好,卡子无折断、松动(硫化热补接头无开胶现象),输送带无撕裂、伤痕。
⑤输送带中心与前后各机的中心保持一致,无跑偏,松紧合适,挡煤板齐全完好。
⑥动力、信号、通讯电缆吊挂整齐,无挤压、刮断。


8.9轨道铺设安全技术措施
1.铺轨前,将轨道、扣件、道夹板等逐一检查,变形不能使用的轨道、夹扳道、扣件、道木等不得使用。
2.无碴道床:道床基底和无砟道床的轨枕槽密实、无淤泥、无杂物。基底凸凹下凹1㎡内不大于100;枕槽深度≥枕厚的1/2;主要运输路线巷道高度不得小于3.8m;当巷道高低起伏较大或底板酥软时,必须铺设道碴,道碴厚度不得小于200mm,以保证运输安全
3.辅设枕轨、轨道并固定:铺轨中心线沿巷道中心线进行施工,偏差值不得大于10mm,确认无误后再落地就位。轨枕铺好一节轨道长度后,应立即铺轨道与前排轨道连接。轨道或轨枕落地后,如位置不正确,应抬起重新就位,不得采用就地移动的办法正位。连接轨道时,不得在钢轨接头处 垫碴调正高程。轨道铺设后,应及时整正方向,放正轨枕、再将轨枕与道轨连接固定好,连接和固定时,扣件、皮垫和道夹板必须按施工标准进行。
4.整理轨道时,必须使用矿用轨道尺等专业工具进行整道,整理好的轨道必须符合附表中的要求。轨道基本稳定后,可采用垫砂和轨枕上垫板相结合整平轨面。每50m安装一根轨道拉杆。 铺轨质量要求符合验收标准。
5.轨道相接处的夹板螺丝由里向外穿,达到紧固、密贴、有效。
6.拔道时应根据巷道的方向或设计中线定出需要拔道的地点,用起道器或撬棍进行拔道,所有人员必须叫应好,严防轨道起高,拔道应先将拔道范围内另一侧枕头扒好,以便于拔道,拔道完毕后将道床撒底清理干净。
7.用起道机或其他方式起道时,钢轨顶起后,随起随用碎石捣实,所有作业人员的手脚不得伸入轨底或轨枕下面,以防伤人。
8.施工完毕,必须将施工现场清理干净,并试车、验道,并由 班(组)长验收,确认无问题后方可撤离现场。
9.具体铺设要求(轨枕间距、规格,轨面距顶板高度)根据生产技术科或机电科下发施工通知单执行。

8.10爆破管理
1、施工地点所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破作业必须执行“一炮四检”制度,检查爆破地点20m范围内回风流中的甲烷浓度,若甲烷浓度达到0.8%,严禁装药爆破。
3、爆破作业必须严格执行 “三人联锁放炮”及爆破站岗警戒制度。
4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
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三级。煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。
6、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、电气设备有淋水的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
7、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。
8、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定。
(1)必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。
(2)装配起爆药卷防必须止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。
(3)电雷管必须由药卷的顶部装入,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。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
(4)电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。
9、装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉,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。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。
10、炮眼封泥应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用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,严禁放糊炮和非发爆器起爆。
11、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:①炮眼深度小于 0.6m时,不得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,炮眼深度可以小于0.6m,但必须符合下列要求:a、每孔装药量不得超过150g;b、炮眼必须封满炮泥;c、爆破前,必须在爆破地点附近洒水降尘,并检查瓦斯,浓度超过1%不准爆破;d、检查并加固爆破地点附近支护;e、爆破时,必须站好岗并有班组长在现场指挥;②炮眼深度大于0.6m时,炮眼用炮泥封满。
12、装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破。
(1)爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%。
(2)在爆破地点20m以内,未清除的煤石或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
(3)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。
(4)掘进工作面风量不足。
(5)装药地点20m范围内检查岩尘情况,如认为有危险又未经清扫或洒水处理。
(6)规定湿式打眼的地点打干眼。
(7)发现炮眼缩小、坍塌或有裂缝、炮眼内岩粉没有清除干净。
(8)无合格的炮泥,发现瞎炮未处理。
13、爆破前,巷道内电缆、监控设备、管线、工器具等回撤至爆破地点30m以外,采用旧皮带将爆破地点周围的风水软管、电缆、风筒、抽放管路等覆盖好并用铁丝捆绑结实。爆破前需将探头移至安全地点,爆破完后再移回工作面。
14、爆破站与警戒点设置
爆破站与警戒设置在1#中部车场上平段双速绞车硐室内。
15、每次爆破严格执行爆破站岗警戒制度。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。各警戒人员到达站岗位置后,班组长必须安排专人对警戒人员到岗情况进行检查确认后当面告知班组长,班组长确认全部警戒人员到位后,方可允许执行爆破。警戒线处应设置警戒牌、拉绳。警戒地点设置在新鲜风流中,并有掩体或躲避硐。爆破员必须在警戒地点以外起爆,爆破结束吹解除爆破哨后方可由班组长安排撤岗,警戒人员必须接到班组长安排专人通知后方可撤岗。(详见爆破站岗警戒示意图)
16、爆破母线和连接线应符合下列要求。
(1)爆破母线必须是绝缘良好的铜芯导线,不允许有破口或明线接头。
(2)爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、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、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方,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、水或大地当作回路。
(6)爆破前,爆破母线必须扭结成短路。
(7)爆破工使用的爆破母线要符合标准要求,不得有接头,严禁采用固定母线爆破。
17、井下爆破必须使用安全网路闭锁发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型。
18、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。
19、装药工作应由班组长协助爆破工操作。其他人员必须撤离到警戒线外。爆破工必须最后离开爆破地点,并必须在警戒线以外安全地点起爆。
20、发爆器的钥匙、必须由爆破工随身携带,严禁转交他人。不到爆破通电时,不得将钥匙插入发爆器。爆破后,必须立即将钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路。
21、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。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5s,方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。
22、每次放炮前后,要将放炮地点附近10m范围内的原有支护进行整理加固,确保安全有效。
23、爆破后,待工作面的炮烟被吹散(排烟时长一般不得少于30min),爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。
24、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15min,才可沿线路检查,找出拒爆原因。
25、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。不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落的煤石,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。
26、爆破后,担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号,不准私自撤岗。必须由班长本人用电话联系各警戒人员,警戒人员接到明确指示后,方可撤岗。。
27、严格执行爆炸材料领退制度,领退要有记录、签字做到用多少领多少,剩余部分必须交回爆炸材料库,严禁乱扔乱放。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他人员运送。
(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,严禁中途逗留。
(3)接触爆破材料得人员必须穿棉布衣服,不准穿带静电的化纤衣服。在巷道中行走要注意电缆和金属导电体,严禁使用矿车、皮带、溜子(皮带输送机\刮板输送机)运送爆炸材料。


8.11其他方面
8.11.1风水管路吊挂管理
8.11.1.1工作面压风、供水、排水管路布置在巷道进向左帮。风水管路敷设要求架设上部管路高度(最低处)不低于离底板1.2m,管路架设上方压风管,下方分别架设供水及排水管,各管路间距0.2m。压风管路采用Φ114㎜无缝钢管延伸,供水管、排水管采用Φ76mm无缝钢管延伸,均采用快速接头连接。
8.11.1.2钢管延伸应紧跟掘进迎头,距迎头距离不得超过30m,机前临时风水管线采用风水软管,Φ19mm风管、Φ10mm水管。
8.11.1.3临时风水管闲置时必须采用盘管器盘好,严禁散放,使用时必须顺一帮临时挂好,严禁漏风漏水。
8.11.1.4迎头临时吊挂的风水软管要平直,风水管严禁搅在一块,要单独挂好。
8.11.1.5接水幕的软管要吊挂平直,向另一帮过渡时,必须从顶板均匀圆滑过渡到另一帮并拐直角。
8.11.1.6迎头的6 m范围内的风水管子可以在底板上,其余的管路必须使用临时管子架吊挂在巷道的一帮。
8.11.1.7管路架设固定点间距不大于5m,必须用管卡吊挂,吊挂管卡采用φ22mm锚杆加工,严禁用铁丝吊挂。
8.11.1.8管路敷设要求平直,无明显的弯曲现象。
8.11.1.9风水管路间距确保均匀,。
8.11.1.10管路敷设沿途的压风管每50m左右留设2个KJ19截止阀,以便施工用风。防尘管每50m留2个KJ10截止阀,以便洒水降尘。
8.11.1.11管路过龙门转弯处严禁采用90℃直弯,要求弯头过度。
8.11.1.12所有管路特殊接头(如新开门管路拐弯处),严禁采用原管径大变小的短接闸阀,必须为同等直径的管路闸阀相连接,以防因管路损失造成风压、水量不足。
8.11.1.13井下使用的管路严禁漏风、漏水,闸阀也不能漏风、漏水,即不能有“跑、冒、滴、漏”的现象发生,并保证完好。
8.11.1.14管路要求防腐刷漆,压风管刷黄漆,供水刷草绿漆,排水管路刷天蓝漆,闸阀刷黑漆,手把螺栓刷红漆。各管路进行编号,编号要求标明管路名称、管路根数,并用箭头标明风水走向。管路编号采用白字。
8.11.1.15各闸阀处挂设管理牌,明确管理责任人。
8.11.1.16管路卫生状况要求眼看无灰、手摸无尘,保持文明施工。
8.11.2图牌板悬挂标准
8.11.2.1掘进工作面需挂设巷道施工图牌板、开工牌板、材料牌板、巷道标识牌、巷里程牌。
8.11.2.2施工图牌板:共配备8块牌板:平面布置图、施工断面图、截割轨迹图、正规循环图表、避灾路线图、供电系统图、通风系统及监测监控、临时支护图;图牌板要吊挂整齐、干净无浮灰,照明符合要求。
8.11.2.3巷道标志牌:于巷道开口处吊挂巷道标志牌;巷道标志牌要标明巷道名称,由生产技术科挂设。
8.11.2.4材料牌板:所有备用材料及回收件必须分类集中集码放、挂材料牌板;材料牌规格350mm×250mm,白底黑字(字体采用宋体,规格20mm×20mm),反光发亮;材料牌板内容包括:材料名称、规格型号、责任人等内容,材料牌吊挂点和高度要一致。材料牌吊挂整齐不脱钩、干净无浮灰。
8.11.2.5顶板离层仪牌板:巷道内按照作业规程规定施工顶板离层仪处均要挂顶板离层仪牌板;顶板离层仪牌板规格400×300mm,白底黑字,统一用黑色笔填写内容;牌板吊挂在顶板离层仪正下方巷帮,距底板1.5m,所有牌板贴帮吊挂成线。所有牌板吊挂整齐、牢固,干净无浮灰。
8.11.3物料码放:料场位置布置在距巷道施工地点不超过200m处巷道一侧或皮带纵梁上放置物料架,物料分类集中码放整齐,各种物料均上架码放,不得落地存放;物料架用废旧钢制品根据物料尺寸要求焊接而成。物料架外侧保持一条线,各种物料之间间距0.5 m,物料架摆放位置确人行通道宽度不小于0.5m。各物料均悬挂物料管理牌板;迎头使用的物料在综掘机后10m范围内顺帮码放整齐。
8.11.4工具物品排列整齐
①锚杆机、风煤钻、风水管使用标准:锚杆机、风煤钻、风水管及其他使用设备安设在综掘机后10 m以内靠人行道一侧放置,将锚杆机、风煤钻、用完后放到专用托架上,托架固定在巷帮风水管路上,实现工器具不落地。迎头交班时,风水软管必须采用风水管架盘好,严禁落地。
②钻杆分类码放,麻花钻杆、锚索钻杆上钩,采用Φ14mm圆钢焊制挂钩吊挂于巷道一侧帮部,高度1300mm;防突钻杆上架放置,与防突钻机放置在一起。
③工具放在专门的工具架上,工具架按照摆放工具的尺寸规格要求焊接、统一刷漆,工具架顺巷道摆放与底板平行,工具分类摆放,要求一头齐,工具架集中摆放并且外侧一条线;迎头使用的工具外形必须完整,损坏的必须及时更换。交班期间,工具必须放置在工具架上分类摆放整齐,否则不予交班。
8.11.5开关上台上架排放整齐
①开关架使用角铁和钢筋焊接,刷天蓝漆。开关架使用组合架,上放开关,下为工具箱;开关架位置应支护完好、安全间隙符合要求,底板平整。
②开关台台上架,刷漆编号,放置平稳牢固,外表整洁卫生,无积尘、污渍。
③开关尽量集中水平摆放,自小而大依次摆放,开关间距统一,开关外侧一条线;开关附近以及开关架下底板整洁无杂物,无煤石,无淤泥积水;开关顺巷道方向摆放,前后距两帮间隙相同。    
8.11.6安装、起吊大件注意事项
1、使用手拉葫芦起吊设备重物前,必须对手拉葫芦进行全面检查,检查部件是否齐全,灵活可靠,做到小链、棘爪、护罩等齐全完好,发现问题及时处理好后方可使用,严禁手拉葫芦带病操作,严禁使用不能自锁的手拉葫芦。
2、手拉葫芦起吊设备重物必须符合铭牌的规定,严禁使用手拉葫芦起吊超出铭牌规定的重量。
3、严禁将手拉葫芦悬挂在支护锚杆上、锚索上。必须在顶板另行打设吊挂锚杆(锚索),使用吊环或钢丝绳套起吊,钢丝绳套及连接构件的强度不得小于起吊设备重量的8倍。
4、施工地点选择支护完好、安全可靠地点,严禁在巷道失修地点作业;在无可选择的情况下,必须将吊装地点前后10m范围内的巷道进行修复,保证支护完好并且退路畅通、安全后方可起吊。
5、吊装地点必须有班组长现场指挥,一名有丰富经验的老工人现场监护。起吊时,必须两人进行,一人检查指挥,一人操作,严禁一人私自作业。
6、先试吊,试吊可靠后方可正式起吊。
7、操作时,手拉倒链用力要均匀,应尽量避免冲击,松链时,要小心操作,严防倒链自锁失灵而造成设备重物突然落下伤人。
8、起吊时重物下严禁有人,操作人员必须站在重物一侧伤害不到的安全地点,躲开受力方向,防止重物突然掉下伤人。
9、负责检查指挥的人员必须密切注视吊装过程中的安全情况,及时提醒、指挥操作人员,一旦发现险情,立即停止作业,排除险情后方可进行吊装。
10、起吊过程中发现下列情况之一时,必须立即停止起吊,放下起吊的设备重物进行处理:
①起吊时,顶板掉煤、锚杆抽出、钢丝绳套断丝。
②起重链打滑、松脱,手链、棘爪打滑。
③起吊异常沉重,手拉葫芦工作声音异常。
④所起吊的设备、重物不稳定、旋转、摇摆。
8.11.9油脂管理
1、综掘机使用油脂必须按出厂技术要求,使用合格油脂,特殊情况需代用,按《油脂管理程序及要点》要求办理。
2、负责建立设备的润滑卡片并按时填写变更记录,主要设备部件润滑档案。领用时要办理审批手续,做好油脂月计划的审报工作。
3、矿井重点设备使用的润滑油要明显标记,分类存放,容器必须清洁密封,不得敞盖存放。
4、做好用油的过滤工作,负责废品油回收工作,抽油器必须专油专用,用后密封防尘。
5、在现场操作当中,严禁将剩余油脂泼洒在巷道内。要运至场面统一存放。并实行集中管理。
6、掘进机械液压油15天化验一次,齿轮油1月化验一次,大型设备半年化验一次,化验项目包括:运动粘度、闪点、水份和杂质,不合格的要及时更换处理。
7、在向掘进机液压系统加油时,注油用的加油器油嘴和设备上的油口要用绸布或泡沫塑料擦干净,不准用棉丝擦洗。
8、井下换油时应先清理环境,用水除尘,设备上方加棚布遮挡,以防灰尘和煤块进入液压箱,换油时应先放出旧油,用20#透平油清液压箱,再用抗磨液压油冲洗,然后放入新油。
9、在油脂存放处等地方必须备有灭火器、砂箱等灭火器材,井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法。
8.11.10其它未尽事宜按《煤矿安全规程》(2016年版)、《煤矿安全技术操作规程》以及上级部门、矿颁布的有关文件规定、职工岗位行为规范、岗位责任制执行。


9灾害应急措施及避灾路线
9.1灾害应急措施
巷道施工过程中,掘进工作面迎头发生顶板变化或井下一旦发生顶板、水、火、瓦斯、煤尘等突发灾害事故时,现场跟班干部、班组长、施工人员应视灾情发生情况,按下列相关应急预案执行。
9.1.1地质变化应急预案
在掘进过程中遇顶板条件变差(如:岩性变弱、顶帮淋渗水、过裂隙、破碎带、断层、褶曲构造等),应采取如下应变措施:
9.1.1.1现场跟班干部、班组长必须及时分析弄清情况、及时汇报矿调度室和工区、及时缩小循环进尺、及时调整爆破参数、及时采取针对性加强支护措施,并通过顶板锚杆钻眼时间、钻进过程中遇到的层位及层厚,把握顶板的岩性,确认继续采取锚杆支护的有效性和可靠性。
9.1.1.2发现上述情况,支护只能加强,不能减弱。
9.1.1.3现场必须在确认无问题的情况下方可施工,否则必须待明确安全技术措施后在进行施工。
9.1.1.4顶帮淋渗水较大时,现场可以视情况增加树脂药卷数量,保证其锚固效果,并通过做抗拔力试验确认其适应性和有效性。
9.1.1.5有关部门必须及时到现场进行探查、审验,工区及时制定针对性措施。
9.1.2顶板事故应急预案
9.1.2.1冒顶事故一旦发生,现场施工人员要及时弄清冒顶的准确位置、冒落高度及范围、顶板来压稳定与否、有无人员被埋、被堵等情况,在第一时间立即将事故情况汇报矿调度室。
9.1.2.2若有人员被埋、被堵困在冒顶区,在矿山救护队没有赶赴现场前,在冒顶区以外人员要保持镇定,跟班干部或班组长要迅速成立临时指挥抢险小组。施工前,现场跟班干部和班组长应视现场情况制定相应措施,经矿值班领导同意,口头传达抢险措施后,实施抢险。若跟班干部或班组长被困冒顶区内,由有经验的老工人担负临时指挥抢险任务,任何人不得擅自离开现场上井。
9.1.2.3临时指挥抢险小组要立即采取措施对冒顶区进行维护、处理。加固冒顶区周边巷道的支护,以防冒顶区域扩大,并设法保持迎头供风。
9.1.2.4当顶板有继续掉顶的危险情况时处理冒顶事故危险区,应由外向里加固冒顶区周围支架,清除进出扣通道堵塞物,尽快接近被堵、埋人地点进行抢救。
9.1.2.5在处理过程中要设专人观察顶板,严防掉矸伤人及二次冒顶事故的发生。
9.1.2.6被冒顶堵埋人员应尽可能躲入通风、支护相对较好的安全地点,并加强该处的支护。躲避人员应不断敲击帮壁、管子、轨道等,给救护人员发出求救型号。
9.1.2.7如果冒顶被堵区域风量不足,并无法供风时,有条件的可利用压风管向事故区输送空气。
9.1.2.8临时指挥抢险小组对现场出现或了解掌握到的新情况,要向矿调度室作进一步汇报,以利领导处理事故决策。结合现场实际情况,向上级汇报抢险所需物资,做好营救被困人员的准备工作。
9.1.2.9电话机处设专人看守,有条件的要及时将通信电话延接到事故现场附近,以便矿抗灾调度指挥通信联络及时和随时汇报灾害最新情况。
9.1.3水灾事故应急预案
9.1.3.1掘进工作面一旦发生水灾事故,现场施工人员首先要视灾请按现场图排板避水灾路线立即撤离施工现场。并就近打电话将事故情况立即汇报给矿调度室,汇报清楚水灾发生的准确位置、水淹范围、有无人员被淹、被水堵等情况。
9.1.3.2撤退时,如时间允许,应沿上井方向尽可能走近路撤离;如水量较大,时间不允许,则本着向高处走的原则避灾,但不要进入盲巷或有瓦斯的巷道内。撤退应在跟班干部、班长或由经验的老工人的带领下有序进行。
9.1.3.3若水量较小,危害范围不大,但有人员被淹、被水堵困在积水区内,在矿山救护队没有赶赴现场之前,在水灾以外人员要保持镇定,跟班干部或班长要迅速成立临时指挥抢险小组实施抢险。若跟班干部或班长被困水灾区,由有经验的老工人担负临时指挥抢险任务,任何人不得擅自离开现场上井。
9.1.3.4临时指挥抢险小组对现场出现或了解掌握到的新情况,要向矿调度室作进一步汇报,以利领导处理事故决策。结合现场实际情况,向上级汇报抢险所需物资。
9.1.3.5电话机处设专人看守,有条件的要及时将通信电话延接到事故现场附近,以便矿抗灾调度指挥通信联络及时和随时汇报灾害最新情况。
9.1.3.6对水量大、危害程度严重的水灾事故,要及时汇报矿调度室,以便调度室迅速通知井下受水灾威胁地区的人员全部上井。
9.1.4火、煤尘、瓦斯事故的应急预案
9.1.4.1矿成立以矿长为首的灾害预防和处理指挥部。矿长任总指挥,总工程师和有关安全生产的矿领导任副总指挥,指挥部设在矿调度室。
9.1.4.2矿井发生重大灾害事故后,现场人员必须立即汇报矿调度室。调度值班员必须认真记录事故发生的时间、地点、性质、范围、作业人员分布等基本情况,并立即向值班矿长汇报,同时,将事故情况报告救护队、矿长、总工程师、灯房、医院、相关矿领导、单位及上级主管部门。在矿长未到达之前,由值班领导首先指挥灾区和受威胁区域人员的自救与互救,并按规定的避灾路线撤离。
9.1.4.3矿长、矿总工程师等接到灾害事故电话后,立即赶赴调度室,并成立救灾指挥部。根据事故的性质、范围、地点、人员数量和分布情况,制定营救遇险人员和处理事故的作战计划,并迅速组织实施。
9.1.4.4组织矿山救护队迅速探明灾害事故的地点、范围、堵截人员情况,并采取有效措施,防止事故扩大。
9.1.5火灾事故应变措施
9.1.5.1任何人发现矿井火灾时,应视火灾性质。灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并迅速向矿调度室汇报。事故现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定,将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离危险区域,并组织人员利用现场一切工具和器材进行灭火。
9.1.5.2矿调度室在接到井下火灾报告后,应立即通知相关领导和部门,迅速成立救灾指挥部。值班矿领导在矿长、总工程师未到之前应立即会同救护队、通风区长、机电科长等,根据具体情况组织抢救灾区的人员和灭火工作。
9.1.5.3电气设备着火时,应首先切断其电源;在切断电源前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火;油脂类火灾严禁用水来灭火。
9.1.5.4抢救人员和灭火过程中,必须制定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘及其他有害气体和风向、风量的变化情况,还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。
9.1.5.5当井下火灾无法直接扑灭时,必须采取封闭火区的措施,由矿总工程师领导封闭火区的工作。
9.1.5.6出现事故时,遇险人员应按下列原则撤退:
(1)凡事位于事故地点进风侧的人员,应逆风流撤离事故地点,按规定路线上井。
(2)凡事位于事故地点回风侧的人员,佩戴好自救器,顺风流选择最近路线或通过风门进入进风风流中去,按规定路线上井。
(3)在整个抢救过程中,必须有专人严密监测、等有害气体浓度和观察风流的变化情况,防止煤尘飞扬,防止瓦斯爆炸和风流反向。
(4)不得随便改变灾区通风系统,需改变时必须由总工程师批准。
9.1.6瓦斯、煤尘爆炸事故应急预案
9.1.6.1井下一旦发生瓦斯、煤尘爆炸事故,事故地点或附近人员应以最快的速度沿着规定的避灾路线组织有序的撤离灾区。
9.1.6.2在事故发生后,现场人员要在第一时间利用就近电话向矿调度室,讲清事故发生地点、类别、范围、灾害程度、发生原因等。
9.1.6.3遇险人员避灾撤退原则:位于事故点进风侧的人员,应逆风流撤离事故地点,按规定路线上井;位于事故地点回风侧的人员,佩戴好自救器,顺风流选选择最近路线或通过风门进入进风巷中,按规定路线以最快速度上井。如果不能及时撤退或巷道受到破坏时,应立即戴好自救器,躲入附近的躲避硐室静坐待救;在爆炸波来袭时,可俯在水沟中,以免高温气流损伤呼吸系统。
9.1.6.4未能及时撤出人员在躲避硐室避险时,必须将矿灯或衣物等标记放在硐口,以便救护队员及时发现抢救;要保持头脑清醒,沉着,切莫惊慌。要注意自救器的口具、鼻夹不要脱落,以防中毒。
9.2避灾路线
掘进工作面遇水灾害、火灾、瓦斯爆炸、突出、顶板等事故时人员撤退路线为:
迎头→转载巷→1#中部车场→轨道大巷→新副井→地面。
附图9:并联进风巷避灾路线图
10风险辨识
详见附件2:《并联进风巷专项安全风险辨识清单》

附  图:
附图1、并联进风巷综合柱状图
附图2、并联进风巷平面布置图
附图3、并联进风巷临时支护图
附图4、并联进风巷巷道支护断面图
附图5、并联进风巷截割轨迹图
附图6、并联进风巷通风、监测监控系统图
附图7、并联进风巷供电系统图
附图8、并联进风巷正规循环作业图表
附图9、并联进风巷避灾路线示意图
附  件:
附件1、《并联进风巷防突专项设计及安全技术措施》
附件2、《并联进风巷专项安全风险辨识清单》

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