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1、某矿9101回风顺槽掘进作业规程 第一章 工程概况 第一节 概 述 一、巷道名称 本作业规程掘进的巷道为9101回风巷。 二、掘进目的及用途 掘进目的是为了形成9101回采工作面的生产系统，满足该工作面回采时的回风、行人及管线敷设的需要。 三、巷道设计长度及服务年限 1、巷道设计长度：485.2m。 2、服务年限：6个月。 四、预计开竣工时间 预计开工时间为2010年5月10日，竣工时间为2010年10月10日。 第二节 编写依据 初步设计说明书，批准时间为2006年2月。 安全专篇说明书，批准时间为2006年2月 9101回风槽平、剖、断面图，批准日期：2010年4月。 2010版煤矿安全规
2、程，煤炭工业出版社2010年第一版。 煤矿作业规程编制指南，煤炭工业出版社2005年9月第一版。 龙贵煤矿各工种技术操作规程。 第二章 地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 井上下对照关系表 （附表1） 第二节 煤层赋存特征 一、煤层赋存特征 根据附近钻孔揭露情况，9-2煤层赋存条件较好，煤厚在0.96m3.40m，均厚1.67m。均为可采煤层。顶板岩性为黑褐色粘土岩夹薄层炭质泥岩，底板为灰黑色泥岩或粘土岩，距下部9-3煤层0.051.74 m，平均间距0.86 m。9-2煤层赋存于山西组第一岩段中部。煤层产状：总体由西向东有增厚之势，煤层局部有变薄现象，厚度变化较稳
3、定。 9101上顺槽综合柱状图见附图1 二、煤层瓦斯及自燃 根据该矿井地质报告，该矿井属低瓦斯矿井。根据瓦斯鉴定报告提供资料，证明该煤层无煤与瓦斯突出危险性,本区9-2煤尘有爆炸危险性；9-2煤属自燃煤层。 第三节 地质构造 工作面地面沟壑发育，无蓄水，不影响工作面安全生产。根据9#煤集中运输巷的施工情况，揭露断层较少，但揭露的断层落差较大，地质条件较简单。三维地震物探资料显示，在9101工作面圈定区域有F19断层，对工作面掘进有一定影响。 第四节 水文地质 1、水文地质情况 9101工作面地表无水体。根据断层走向分析，矿区西部被西来峰逆断层切割，断距大于300m，该断层下盘岩层倾角平缓，裂隙
4、不发育，上盘岩层倾角较大，裂隙较发育，且多为封闭性裂隙，断层导水性差，区北部的F10和F19正断层的导水性比其它断层导水要强，因白云乌素沟在两条断层上通过，有第四系潜水补给，利用渗入系数法计算得历年来最大日补给量：F19断层为112.5m3/d，F10断层为309m3/d，间歇性沟谷在洪水期间对断层的补给量较大，补给时间又很集中，本区逆断层、正断层较发育。逆断层近南北向延伸，裂隙发育不均匀，上盘裂隙比下盘发育；正断层一般呈东西向延伸，张性裂隙发育。由于断造中等，直接、间接充水含水层的含水空间以裂隙为主，直接充水含水带的单位涌水量一般小于0.1 L /sm，富水性弱中等；无常年地表径流，且以贫乏
5、的大气降水为主要补给源。据此将该区水文地质类型划分为第二类第一二型，即裂隙充水矿床，水文地质条件简单中等型。但开采时顶板陷落导致裂隙的发育，掘进时要加强防治水工作。 第三章 巷道布置及支护说明 第一节 巷道布置 9101回风顺槽巷从8#层8101回风顺槽巷溜煤眼往外15米右帮给定位置按14030开窝，掘至9#煤层以中线方位沿煤层底板掘至 转向按0中线方位沿煤层底、顶板掘9101回风顺槽与9101回采切眼贯通，预计工程量为485.2m。 9101回风顺槽巷平面布置图见附图2 第二节 矿压观测 一、锚杆锚固力检测 自开门位置开始，每隔50m随机抽取3棵锚杆做拉拔力试验，以检验顶板支护效果，并将检测
6、结果记入专用记录本中备查。抽检指标为：顶锚杆锚固力不得低于60KN。发现不合格锚杆，必须在其周围200mm的范围内补打合格锚杆。 二、巷道表面位移观测 施工过程中，要对巷道表面位移情况及时进行观测，迎头掘进10m后设一组检测断面，两组检测断面之间的距离为30m，每组检测断面设4个检测点，即顶、底板及两帮腰线处各设一个。每24小时检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查。每个检测点自设立之日起，连续检测时间不少于7d，之后按每7d检测一次再检测一个月。 第三节 支护设计 一、巷道断面 1、9101回风巷断面为直角矩形，其断面尺寸为：宽3.8m，高2.7m，断面积10.26m2。 2、巷道断面尺
7、寸计算： S=2.71.9+2.71.9 =10.26m2 9101回风顺槽巷道断面图见附图3 二、支护方式 （一）永久支护 巷道永久支护采用锚网钢带进行支护，锚杆采用等强度螺纹钢树脂锚杆，锚杆间、排距为1000mm800mm。每根锚杆使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm，锚固剂型号为MSK2335。网为2mm的钢丝菱形网，网的规格为长4000mm，宽1000mm,网格度为100mm100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到用细丝三花连接，且连接牢实，钢带使用10 mm螺纹钢制成，长3600 mm，宽150 mm。 9101回风顺槽支护形式图见附图4（二）按悬吊理论计算
8、锚杆参数 1、锚杆长度计算： L=KHL1L2 式中：锚杆长度，； 冒落拱高度，； 安全系数，一般取； 1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.4m； 2锚杆外露长度，一般取0.1m。 其中：H=B/2f=3.1/23=0.52m B巷道掘进跨度，m f普氏岩石坚固性系数，取3 则：L=20.52+0.4+0.1=1.54m 施工时取L=2m。 2、锚杆直径的确定： 根据材料力学计算锚杆直径为： D=4.4P/Jb 式中：D锚杆直径，mm P锚杆截面载荷，取105kn。 Jb螺纹钢锚杆屈服点，取410MPa 则：D=4.4105103/3.142410 =18.9mm 施工时取D=20mm。
9、 3、锚杆间、排距计算： a=/KH a锚杆间、排距，m； 锚杆设计锚固力，Q=18.5f-12=43.5KN。 被悬吊砂岩的重力密度，取22.54KN/m3。 则：a=43.5/20.6322.54=1.24m 施工时取a=1000mm，1.24m,间、排距选择合理。 4、锚杆支护密度校核验算：沿巷道掘进方向煤层顶板选取2.7m的支护断面进行验算，锚杆支护密度为1000mm800mm，则该范围内有0.8排共计12根锚杆（每根锚杆设计锚固力为43.5KN），因此总锚固力为：F总=1243.5/9.8=53.27t。 该范围内2m厚悬吊围岩重量（该顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，选取最大密度为2.3g
10、/cm3）为：G围=2.73.122.3=38.5t。 F总G围，故所选支护密度适合。 通过以上计算，选用直径20mm、长度为2000mm的等强度螺纹钢锚杆，锚杆间、排距均为1000mm800mm能满足支护要求； 临时支护 巷道岩性较好、顶板较完整时，爆破后及时用长把工具找掉迎头悬矸危岩后，采用临时支护形式。 前探梁临时支护形式、材料、规格及要求： 采取前探梁临时支护。前探梁为2400mm型钢梁，中心线左右600mm处各一根；每根前探梁必须使用二个在一条直线上（该直线与巷道中心线平行）的前探梁钩悬挂，且前端前探梁钩距迎头距离不大于500mm。掘进工作面必须至少备用一根前探梁、两个前探梁钩及10
11、根符合要求的半圆木。前探梁拆下后，必须整齐码放在巷帮部距工作面不得超过10m。 临时支护后为永久支护。永久支护距迎头最大控顶距2.0m，最小控顶距0.4m。 临时支护与永久支护的关系：当控顶距0.8m时，只采用临时支护；当控顶距0.8m时，必须在临时支护的掩护下进行永久支护。 锚索加强支护 施工过程中，根据围岩变化情况或在开门口及过断层时要采用锚索加强支护。 第四节 支护工艺 一、锚网支护 （一）支护材料 1、锚杆及锚固剂：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm、长度为2000mm，锚杆间、排距为1000mm900mm。每根锚杆均使用两卷树脂锚固剂锚固，锚固长度不小于700mm。锚杆必须出扣
12、，外露长度50mm。托盘为正方形，规格为130mm130mm，用10mm钢板压制成弧形。树脂锚固剂直径为23mm，每卷长度为350mm，型号为MSK2335。锚杆均使用配套标准螺母紧固。树脂锚固剂使用前应检查其质量是否合格，以手感柔软为合格，过期、硬化、破裂等失效的锚固剂及锈蚀、弯曲等不符合要求的锚杆严禁使用。严禁出现将锚杆锯短注入的现象。 2、锚网为直径2mm的菱形网，网的规格为长4000mm，宽1000mm,网格度为100mm100mm，网要压茬连接，压茬长度为100mm，并做到每道必连且连接牢实。为了使用方便，钢带可制成两截使用。（二）锚杆安装工艺： 1、打锚杆眼： 打眼前，首先严格按中
13、线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理；打眼前要先按照由外往里的顺序检查顶帮，找掉悬矸危岩，确认安全后方可作业。锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15。锚杆眼深度要以比锚杆杆体长度短50mm为宜。打眼及安装锚杆时应按照由外往里、先顶后帮的顺序依次进行。 2、安装锚杆： 安装前应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向严禁有人。然后铺网，用锚杆顶住树脂锚固剂把锚固剂缓缓送入眼底，注意不要用力过猛或反复抽拉锚杆，以防捅破树脂锚固剂影响锚固质量。锚杆外端头套上托盘、螺帽，用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽，开动锚杆钻机，使锚杆
14、钻机带动锚杆杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌时间为2540s,直至锚杆达到设计深度。再等3min左右，开动锚杆钻机拧紧螺帽再给锚杆施加一定的预紧力后方可撤去锚杆钻机。锚杆锚固力不低于60KN。15min后可进行锚杆拉拔力测试。 3、质量要求： 锚网必须贴紧岩面，不得出现网兜。锚杆应垂直于巷道轮廓线，靠帮两根与巷壁间的夹角不得小于75。锚杆必须横成排、纵成线。锚杆托盘必须将菱形网压紧、压平，螺帽拧紧，严禁松动。锚网支护应紧跟迎头。 二、巷道工程质量规定 第四章 施工工艺 第一节 施工方法： 巷道开门施工方法： 1、开门前先在8101回风顺槽溜煤眼往外15米处，给定位置开口，以
15、5倾角向下掘至五米，由地测部门标定巷道中、腰线，施工单位严格按线找9#煤层，找到9#煤层后按给定的巷道中、腰线向前掘进施工。找到9#煤层后地测部门必须重新对巷道中、腰线进行校定。2、开门前，必须在开门口位置顶上打上两根牢固的锚索。由于扩帮部位原巷道断面增大，必须补打锚杆进行有效支护。 3、开门前，机电科、通风工必须提前按设计要求，安设好局部通风机，接好风筒，并三班派专职瓦检员现场跟班，检查通风、瓦斯情况，严禁无风、微风及瓦斯超限作业。安检科必须派安检员跟班监督检查，确保施工安全进行。 4、施工单位必须提前将所需各类施工用料下运到9101回风顺槽规定堆料位置，分类堆放整齐，挂牌管理，严禁乱丢乱放
16、。 第二节 爆破及凿岩方式 本规程所施工的巷道均采用钻爆法破落煤岩。 1、钻眼机具：采用MZ-1.2煤电钻钻眼，打锚杆眼及安装锚杆采用型ZK-100锚杆钻机，动源来自泵站。 2、装载、运输：前期安装刮板运输机，用刮板运输机跟迎头出货。后期安装皮带，用刮板运输机跟迎头出货。3、降尘方法：打眼前进行洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出货过程中洒水，爆破时使用水雾。 第三节 爆破作业 掏槽方式为直眼掏槽法。 1、炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用安全毫秒段延期电雷管，延期时间为100毫秒，每段间隔延期时间为25毫秒。 2、装药结构：正向装药结构。 3、起爆及联线方式：使用MFB-100
17、型发爆器起爆，6mm两芯胶质专用放炮电缆作放炮母线，采用一次打眼、一次装药、一次起爆的起爆方式；联线方式为大串联。 4、巷道周边眼布置在巷道轮廓线以内200mm，眼距控制在350mm，眼距误差不超过50mm。周边眼周边眼距辅助眼500mm，辅助眼距掏槽眼600mm，周边眼和辅助眼应成三花眼布置，眼距误差不超过50mm。周边眼眼深1.8m，装药量为2节药卷。辅助眼、底眼眼深1.8m，装药量为3节药卷。掏槽眼眼深2.0m，装药量为4节药卷。每节药卷重量为200g/卷，每眼只准使用一个电雷管。实际施工时应按照当时的煤岩软硬程度及地质条件变化情况适当增减装药量，以达到最佳爆破效果。 9101回风顺槽炮
18、眼布置图附图5 9101回风顺槽爆破说明书附图6 9101回风顺槽装药结构图附图7 第四节 装载与运输 一、装载 放炮落煤岩人工装货相结合，使用刮板运输机出货。 二、运输 前期工作面的煤经刮板运输机拉运至8101回风顺槽巷溜煤眼进入集中运输皮带进入上组煤煤仓。后期前期工作面的煤经刮板运输机拉运至9101回风顺槽皮带，经集中运输皮带进入上组煤煤仓。 9101回风顺槽巷设备布置图见附图8 第五节 管线敷设 水管、监测线、电缆布置在巷道人行道一侧，风筒、放炮母线布置在巷道非人行道一侧。监测线固定在腰线上0.8m处，电缆固定在腰线上0.6m处，用崩直的8#铁丝生根吊挂，每隔3m一吊挂，电缆垂度不超过5
19、0mm。水管固定在腰线下0.2m处，接头严密，不得出现“跑、冒、漏、滴”现象。风、水管距迎头20m范围内使用一寸胶管。并随迎头的推进及时延长。风袋吊挂在腰线上0.3m，风筒出口距迎头不的超过5 m。 第五章 生产系统 第一节 通风 一、掘进工作面需要风量计算： 1、按绝对瓦斯涌出量计算： 根据地质资料分析，预计9101回风顺槽掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.80m3/min, 按规定瓦斯浓度不超过0.8%计算掘进工作面需要风量为: Q掘=100QCH4K0.8 =1000.801.70.8 =170 (m3/min) 式中: QCH4-掘进工作面预计掘进期间的瓦斯绝对涌出量. K- 瓦斯涌出不
20、均衡系数,取1.7 2、按掘进工作面同时作业人数计算： 根据工作面劳动组织配备情况，掘进工作面每个小班作业人数为10人，按交接班两个班人数计算，掘进工作面同时作业人数最多为20人。 根据公式：Q掘4N 式中： N掘进工作面最多同时作业人数，小班出勤人数一般为10人，按交接班时最多人数为20人计算， 则：Q掘420 Q掘80(m3/min) 3、按风速进行验算： 根据公式:掘进最低需要风量： Q掘 15S掘 (m3/min) 式中： Q掘掘进工作面需要风量，(m3/min) S掘掘进工作面的断面积，10.26m2 则： Q掘 15S掘 (m3/min) Q掘1510.26 Q掘153.9(m3/
21、min) 掘进最高需要风量： Q掘240S掘 (m3/min) 式中： Q掘掘进工作面需要风量；(m3/min) S掘掘进工作面的断面积，10.26m2 则： Q掘 240S掘 (m3/min) Q掘24010.26 Q掘2462.4(m3/min) 经过验算：掘进工作面需要风量取最大值为170m3/min，符合15SQ掘240S要求。 二、根据掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量： 、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为480米，按漏风率不超过10%计算：Q漏=Q吸PLP，分别计算出JBT52、JBT62、FD1（215）三种型号局部通风机的漏风风量： 、风速验算及风机选型
22、： 通过上述计算，可选择一台型号为JBT62型28KW吸入风量为250m3/min的局扇进行风速验算： V= Q实（S净60） =215（860） =0.45m/s 式中：S净掘进巷道净断面积，为8m2 验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，符合规程要求。因此，掘进期间选用两台JBT62型28KW，吸入风量为250m3/min的局扇对9101回风顺槽进行供风即可满足要求。掘进期间，两台风机均搭专用电，一台运转供风，一台备用。 二、局部通风机安装地点和通风系统： 9101回风顺槽掘进期间采用局部通风机压入式通风方式，局部通风机安设在集中运输巷距开口20m处的新鲜风流中。掘进
23、期间若掘进工作面过地质构造瓦斯涌出异常或通风系统发生变化时，通风工必须根据现场实际情况及时进行风量调节或调整局部通风机安设位置并编写补充措施，确保局部通风机供风满足生产需要。 通风系统：副立井井底车场8#层主石门集中运输大巷9101运输联络巷局部通风机风筒9101回风顺槽掘进迎头9101回风巷9101回风联络巷8#层集中回风巷8#层总回地面。 9101回风顺槽通风系统示意图见附图9 第二节 综合防尘 1、利用地面水池通过供水管路对9101回风顺槽掘进工作面进行供水防尘，供水路线为：地面水池主斜井8#层石门集中运输大巷9101回风顺槽巷9101掘进工作面迎头。 2、9101回风顺槽开门掘进30m
24、后，通风工必须按规定安装一组净化水幕，距迎头不大于30m。掘进50m后安装第二组净化水幕，距迎头不得大于30m，并随掘进进度而逐渐向前移动。炮前由瓦检员打开喷雾降尘，炮后关闭，喷雾必须全断面封闭巷道。 3、施工单位铺接的防尘水管必须紧跟迎头，且每隔50m分出一个三通阀门，迎头30m每次放炮前后及出煤过程中由施工单位负责洒水降尘，30m以外，由防尘工每天负责冲洗，杜绝粉尘堆积和飞扬。 4、通风工及施工单位必须每班按各自分管范围，对防尘系统及设施进行全面检查维护，确保供水正常。 5、防尘管路必须每隔2m一吊挂，并确保平直，符合质量要求。 6、掘进期间，通风工必须设计根据该处巷道断面（每平方断面20
25、0升水）安装一组隔爆水袋。待9101回风顺槽掘进能安装隔爆水袋后，及时将该组水袋进行安装。 7、掘进期间，防尘工必须每天对隔爆水袋进行认真检查维护，发现水袋水量不足或漏水时，必须及时加水、更换，确保水袋齐全、完好。8、掘进期间，通风工必须根据施工单位掘进进度逐渐将水袋向前移动，保证隔爆水袋距迎头不超过200m。 9101回风顺槽防尘系统示意图见附图10 第三节 防灭火 1、每一入井人员严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井。 2、施工单位必须在掘进巷道内配备灭火器材，其数量规格和存放地点，按2010年度灾害预防处理计划中的规定执行。 3、掘进巷道内油脂的使用管理，严格按煤矿安全规程第224条：
26、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。 井下清洗风动工具时，必须在专用硐室进行，并必须使用不燃性和无毒性洗涤剂。 执行。 4、所有施工人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。 5、任何人发现井下火灾时，必须采取一切可能的方法进行直接灭火，同时视火灾的性质、灾区的通风情况立即汇报矿调度。并严格
27、按煤矿安全规程第244条：任何人发现井下火灾时，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，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。 矿值班调度和在现场的区、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，并组织人员灭火。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。 抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风向、风量的变化，还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。6、电气
28、设备着火时，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电的灭火材料进行灭火。 第四节 安全监控 1、甲烷传感器的布置 掘进工作面正前的甲烷传感器安设在距迎头不大于5m的巷道内，其报警浓度为1.0%CH4，断电浓度为1.5%CH4，复电浓度112KVA和315KVA112KVA 选择双风机变压器一台为KSJ1-180/6，另一台为KBSG-200/6 满足要求。 动力变压器的选择： Sb=(Pei.KX)/COSdj =132+90+1.5+18.5+40+40+40+40+1.5+18.5+1.50.4/0.6 =283KVA 320KVA283KVA 选择KSJ2-320/6变压器满足要求。 干线
29、的选择： 风机干线的选择： Ig=(1000.Pei.KX)/(1.732.Ue.COSdj) =(10000.484)/ (1.7326900.6) =46.8A 138A46.8A 选择电缆MY-0.38/0.66 335+110满足要求。 动力干线的选择： Ig=(1000.Pei.KX)/(1.732.Ue.COSdj) =(1000(40+40+40+40+18.5+1.5)0.4)/ (1.7326900.6) =101A 138A101A 选择电缆MY-0.38/0.66 335+110满足要求。 过电流继电器整定计算： 风机组过电流继电器整定计算： IZdIst+IN=1.15
30、 (286)+【（28+28+28）1.15】 =257.6A IZd=300A 动力组过电流继电器整定计算： IZdIst+IN=1.15 (406)+【（40+40+40+18.5+1.5） 1.15】 =437A IZd=500A 开关灵敏度的校验： 采用数表法计算线路最远点两相短路电流。 风机开关灵敏度的校验： 其实际长度为750m，查表得换算长度为1028m，查表得I（2）d1=455A。Kr= I（2）d1/ IZd1=455/300=1.521.5满足要求。 动力开关灵敏度的校验： 其实际长度为460m，得换算长度为879m，得I（2）d2=1065A。 Kr= I（2）d2/
31、IZd1=1065/500=2.131.5满足要求。 图中未注明电缆型号按MY-0.66/0.38橡胶电缆选取。 9101回风顺槽供电系统示意图见附图12 第六节 排水 根据地质说明书的有关资料，本工程上覆煤岩层分布有砂岩裂隙弱含水层，掘进过程中局部地段将会出现林滴水，水源为上覆弱含水层裂隙渗入。采用挖设水沟及水仓排水。 9101回风顺槽排水系统示意图见附图13 第八节 运输 运煤： 9101回风顺槽掘进工作面刮板运输机8101回风顺槽巷溜煤眼集中运输巷皮带煤仓主斜井皮带地面2、运料： 地面相应料场副立井副立井底车场轨道运输大巷8101运输联络巷9101回风顺槽巷施工迎头。 9101回风顺槽运
32、输系统示意图见附图14 第九节 照明、通讯 一、照明 井下作业人员均采用矿灯自行照明。 二、通讯 通讯使用矿用安全本质型电话和各通讯点联系。 9101回风顺槽信号、通讯示意图见附图15 第六章 劳动组织与主要技术经济指标 第一节 劳动组织 施工采用“三八”制（一天三班，每班8h）组织生产。 第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 一、通风管理： 1、开门前，通风工必须对采区通风系统进行调整，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。 2、开门前，机电科、通风工必须严格按“局扇安装设计”要求进行风量调节和局扇安装，并将风袋接至开门点。 3、机电科、通风工安装的局扇在进风巷道内，离底板高度大于0.3m
33、，吸风口有风罩，高压部位有衬垫，并按要求安设消音器，安装做到 “稳”、“平”、“牢”，同时实行“三专两闭锁”供电，严禁发生循环风。铺接的风筒为：500mm的阻燃风筒,用8#铁丝生根拉线吊挂，靠顶靠帮，接头反压边，逢环必挂，吊挂平直，拐弯处安设铁弯头，破口及时粘补，确保严密不漏风。 4、掘进期间，瓦检员必须加强局部通风的巡回检查，发现问题，及时汇报。 5、掘进期间，机电队必须加强局部通风机的供电系统管理，确保供电正常，严禁无计划停电、停风。 6、掘进期间，通风工每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护，确保风筒出口距迎头小于5m，保证迎头有足够的新鲜风量，严禁无风、微风、瓦斯超限。 7、掘进期间，
34、测风员每天必须派对采区通风系统、瓦斯浓度、风量分配等情况进行全面检查、测定，确保通风系统稳定、可靠，风量分配合理。8、掘进期间，通风工每天必须专人对采区的通风设施进行认真检查维护，确保各设施完好、可靠。 9、掘进期间，局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风机，严禁任何人随意停、开，而且施工单位必须在当班瓦检员记录本上签字，并在每天早上10：00变电所试检漏电完毕时，及时将风机开启。试检漏电期间，严禁放炮。 10、试检漏电完毕后，如风机不能正常开启或掘进期间风机因故停运，当班瓦检员、安检员、施工单位现场管理人员必须及时安排施工单位电工把局部通风范围内动力电源切断，将闭锁开关锁死。及时将局部通风范围
35、内的所有人员全部撤至集中运输巷全风压新鲜风流中，由瓦检员负责在开门口设置栅栏、揭示警标，现场指派施工单位班排长以上人员在栅栏前设置警戒，禁止人员进入停风区域内，及时就近电话汇报通风值班室和矿调度室，查明原因，采取措施，进行处理。 11、恢复通风前，瓦检员必须先检查局部通风机及开关附近10米范围内风流中的瓦斯浓度和局部通风范围内的瓦斯浓度；若风机及开关附近10米范围内的瓦斯浓度0.50%，局部通风范围内的瓦斯浓度0.80%，可以直接将风机开启，启动风机时，严禁“一风吹”；若局部通风范围内的瓦斯浓度0.8%1%，瓦检员必须严格按“瓦斯浓度在0.8%1%排放瓦斯管理规定”，严禁任何人启动风机，及时就
36、近电话汇报矿调度室，由总工负责编制专门排放瓦斯措施，经审批传达后，由救护队负责严格按措施要求排放。 12、掘进期间，若主扇因故突然停运，现场安全员、瓦检员、施工单位现场负责人必须严格按照“一通三防”应急预案相关规定执行，传达本措施时一并传达贯彻。 13、根据地质部门提供的地质资料，9101回风顺槽掘进至地质构造时，及时编制措施。 二、瓦斯管理： 1、掘进期间，必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作面迎头、回风流、局部高顶及风机和开关附近10m范围内风流中的瓦斯浓度，并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”（特殊情况随时汇报），“瓦斯巡回检查”及 “瓦斯检查记录三对口”等制度。严禁出现脱岗、睡岗、
37、空班、漏检、误检和假检。 2、掘进期间，瓦检员必须严格瓦斯管理，严禁瓦斯超限作业，放炮时必须严格执行“一炮三检查”和 “三人联锁签字放炮”制度。 3、掘进期间，施工单位必须严格执行停电放炮制度，由安检科安检员负责监督落实。 4、掘进期间，掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时，必须停止打眼；爆破地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.80%时，严禁爆破；掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.80%时，必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏，禁止人员入内，并向通风值班室和矿调度室汇报，由瓦检员查明原因，采取措施，进行处理；如局扇及开关安设地点附近10米范围内风流中瓦斯浓度达到0.50
38、%时，也必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏，禁止人员入内，然后停止局扇运转,同时向矿调度室汇报,由通风工查明原因，采取措施，进行处理。 5、掘进期间，瓦检员每次检查瓦斯,都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传感器显示数据一并汇报调度室,同时,必须将检查的瓦斯浓度数据向现场施工负责人说明清楚,当前所查的瓦斯浓度是否能正常工作。 6、掘进期间，瓦检员若发现瓦斯超限,（不论是光学瓦检器检查超限还是瓦斯传感器显示超限）,都必须立即按规定停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标 、禁止人员进入局部通风范围之内,并交代施工单位现场负责人在栅栏处设置警戒，禁止人员入内,然后就近电话汇报通风值班室和
39、矿调度室。由通风工区查明原因、采取措施、进行处理。 7、瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时,必须先检查通风瓦斯情况,如通风、瓦斯均正常，然后向施工单位现场负责人说明清楚后方可离开,汇报完毕后必须及时赶回施工现场,瓦检员因汇报等原因不在工作面期间,严禁放炮。该期间,施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪检查瓦斯,如发现瓦斯超限或突然停风,也必须按规定立即停止工作，切断电源，撤出人员，禁止所有人员进入停风地点。8、瓦检员交接班时,必须共同对所负责区域内的通风、瓦斯及安全设施全面复查一遍,发现隐患及时处理。 三、综合防尘： 1、打眼前洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤过程中洒水、爆破时使用喷雾。
40、 2、爆破工佩戴防尘口罩。 3、巷道经常洒水降尘，杜绝粉尘堆积和飞扬。 4、定期冲刷巷道，并由瓦检员进行经常性检查。 5、防尘水管必须紧跟迎头，每隔50m分出一个三通阀门，以便及时降尘。 四、防火管理： 巷道掘进过程中采用煤电钻打眼和刮板运输机出煤，防火重点是防设备、电缆和人为火灾。 1、电气设备着火时，首先切断电源，用砂子、岩粉灭火。 2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原因引发的火灾，利用水管灭火。 3、应用控风技术进行风流调节，控制火势蔓延。 第二节 顶板 1、必须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
41、，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。 2、施工中必须坚持执行经常性的敲帮问顶工作,及时找掉顶、帮悬矸危岩，排除隐患，确认安全后方可施工。 找顶工作由两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，观察人站在应找顶人的侧后面，并清理出畅通的安全退路；找顶应从有完好支护的地点开始，由外往里按先顶部后两帮的顺序依次进行。找顶时，找顶点下方及往里迎头方向严禁有人。找顶时，严禁多处同时进行找顶，严禁在找顶范围内进行与找顶无关的工作。找顶工作人员用长把工具找顶时，应注意防止矸石顺杆下落伤人。顶帮遇有大
42、块断裂矸石或矸石离层时，应首先设置可靠的临时支护（一般采用木点柱配半圆木在其吃劲处打上牢靠的戴帽点柱），保证安全后，再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。 3、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。4、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。 5、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，崩坏的网予以更换，并达到设计要求。 6、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
43、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。 7、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。 8、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。 9、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。 10、
44、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。11、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。 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。 巷道顶板出现岩层断裂爆响、顶锚杆断裂等一系列顶
45、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。 12、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。 13、做拉拔力试验时，拉力计必须固定可靠。拉拔锚杆时，必须先紧固被测锚杆周围相邻锚杆，并在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板，且被测锚杆周围不得有人，操作人员站在施工方向的外侧，距被测锚杆的距离不得小于3m。拉拔试验结束后，必须及时拧紧螺母，如锚杆失效必须在其周围200mm范围内及时补打合格锚杆。 14、严禁在锚杆（锚索）上系大链、滑轮来起吊重物，如需使用时，必须另行打设专用锚杆（锚索）来起吊。 15