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新良友煤业3201运输巷掘进作业规程

新良友煤业3201运输巷掘进作业规程
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第一章    工作面基本概况
第一节    工作面井上下及煤层对应关系
   1、巷道名称:所掘巷道为3201运输巷。
   2、煤层对应关系:3201运输巷沿3#煤层顶板掘进。
   3、用途:供3201工作面进风、运输。
   附:3201运输巷巷道平面布置图
第二节    工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响
   3201运输巷地面位置位于原西沟里村以东,盘鑫生活区以西。井下位于3201回风巷以东(与3201回风巷平行),二采区1#运输下山以北。
第二章    地质情况
第一节    煤层赋存特征
   工作面开采对象为山西组中下部3#煤层,煤层赋存相对稳定,含一层夹矸,分两个自然分层,煤层结构0.22-0.31(0.52-0.84)0.61-1.10,平均厚度2.06m。
   附:煤岩层综合柱状图
第二节    地质构造情况
   巷道于Y13测点(二采区1#运输下山)向东28.2米处开口,沿腰线向前掘进54.8米穿层至2#煤层,平巷掘进38.7米,掘进38.4米后进入3#煤层;沿煤层顶板掘进,沿巷方向煤岩层自然坡度为- 3°~11°,整体呈一向斜褶曲。根据现有地质资料,掘进中不会遇到大的地质构造,但可能会遇到空巷及小型断层、底鼓等地质构造现象,届时应加强巷道顶板及支护管理。      
 第三节    预测瓦斯、火、煤尘情况
   1、煤层绝对瓦斯涌出量为0.1 m3/min。
   2、二氧化碳绝对涌出量为0.18m3/min。
   3、煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸火焰长度大于400mm。
   4、煤层为自燃煤层。
   5、地温正常。
第四节    水文地质情况
   巷道掘进中主要充水因素为2#煤层顶板K8砂岩含水层的水,受掘进及矿山压力影响,通过有效裂隙渗入巷道,掘进至低洼段巷道顶板或煤墙底部可能会出现局部渗水现象。预计巷道正常涌水量为5m³/d左右,最大涌水量为4m³/h左右。此外,煤层与上覆2#煤层属近距离煤层,上覆煤层与本煤层的老空区积水是防治水工作的重点,因此在掘进过程中要坚持“有掘必探、先探后掘”的原则,严格执行超前探测的有关规定。建议在钻探异常区必须增加瞬变电磁超前物探,确保掘进安全。
第三章    巷道布置情况
第一节    巷道简述
   1、3201运输巷巷道沿3#煤层掘进,巷道为梯形断面,上净宽3.2m,净高2.36m,下净宽4.0m,净断面8.496m²。巷道全长801.4m。
   2、3201运输巷于Y13测点(二采区1#运输下山)向下28.2m处开口,与二采区1#运输下山夹角为79°,开口后以3°坡掘进30m,以11°坡掘进24.8米进入2#煤层,沿2#煤层掘进38.7m,然以-15°坡掘进38.4m进入3#煤层,沿3#煤层顶板掘进至设计位置。
第二节    施工顺序
   3201运输巷采用炮掘一次成巷施工方式。巷道永久支护采用矿用11#工字钢棚、网、木背板、木撑杆支护;过下部空巷及前后10米范围时采用12#含锰工字钢棚、网、木背板、木撑杆加锚杆支护。
第三节    巷道中线布置
   1、3201运输巷掘进施工前由地测部提供一组中线,我队严格按所给定的中线掘进。
   2、3201运输巷开工掘进前,由地测部在二采区1#轨道下山(与3201运输巷立交段处)标定巷道中线,我队严格按所给定的巷道中线,对立交段及前后10米范围进行套棚补强。
第四章    巷道支护
第一节    支护设计结论
   1、3201运输巷采用矿用11#工字钢梯形棚支护,梁长3200mm,腿长2400mm,棚距800mm。
   2、3201运输巷过下部二采区1#轨道下山及前后10米范围,采用12#含锰工字钢梯形棚加树脂锚杆支护,梁长3200mm,腿长2400mm,棚距400mm;锚杆间距2200mm,排距800mm。
第二节    临时支护方式
   一、临时支护形式和规格
   掘进工作面与永久支护之间必须金属前探梁进行临时支护,前探梁采用2根长度不小于4.5m的3寸水管,均匀布置并垂直于工作面,每根用不少于2道前探梁卡固定在永久支护上,前探梁固定必须保证完好。
   附:临时支护平、剖面图
   二、临时支护与永久支护的关系
   永久支护到掌子头最大控顶距为1.8m,最小控顶距为0.2m,掘进时要及时进行临时支护,管理好顶板。
   1、临时支护架设方法
   1.1敲帮问顶:放炮15分钟后,在专人(跟班队干和安全员)监护下,由两名以上经验丰富的工人站在安全可靠的永久支护下、且退路畅通的安全地点,对工作面顶板正前方和两帮高度1.5米以上地方,采用一根2.5米长顶部焊接一条Ф20×300㎜打尖铁棍的4″— 6″钢管进行找顶,两帮1.5米以下用洋镐进行。由外向里进行敲帮问顶,找掉帮顶的活煤矸,使帮顶为实煤体。
   1.2前移前探梁卡:敲帮问顶无问题后,作业人员站在永久支护下的工作台上,将前探梁卡卡紧在靠近窝头棚梁上。
   1.3铺顶网:作业人员站在永久支护下将永久支护与临时支护上的网片先花联好,加快临时支护速度,减少空顶时间,最后再隔孔相联。
   1.4前串前探梁:作业人员站在永久支护下,将金属网和工字钢梁放在前探梁上后,使用长柄工具将金属网托起,同时后面两人将前探梁推至窝头,作业人员用长柄带钩工具将金属网拉直,经现场负责人检查迎头防护装置安设有效后,方可进行支护作业。
第三节    永久支护
   一、3201运输巷支护方式:
   采用11#矿用工字钢梁长3200mm,11#矿用工字钢腿长2400mm,棚距800mm。顶部使用6块1000mm×120mm×40mm的木背板绞顶,木背板间距496mm,两帮各使用3块木背板背帮,最上一块木背板距离梁头100mm,向下木背板间距为500mm、500 mm;每架棚梁间使用两根800mm×40mm×40mm木撑杆支撑,木撑杆距棚梁端头为100mm,每架棚腿中部各使用一根木撑杆;巷道顶部、西侧帮部铺设金属网,金属网材料为10#铁丝,网孔规格50×50mm,网片规格1000×2800mm,网搭接不少于100 mm,网片要铺平、铺直紧贴岩面,联网采用16#铅丝隔孔相连,双丝双扣,扭结不少于3圈。
   附:巷道支护断面图
   二、3201运输巷其它段支护方式:
   1、3201运输巷开口5m范围,及3201运输巷穿过二采区1#轨道下山前后10米范围,采用12#工字钢制作棚梁棚腿,全断面铺设金属网,顶部垂直巷道顶板打设两根锚杆,锚杆排距为0.8米。
   1.1工字钢、金属网铺设方式:
   采用12#工字钢梁长3200mm,12#工字钢腿长2400mm,棚距400mm。每两架顶部使用6块1000mm×120mm×40mm木背板绞顶,木背板间距496mm,每两架棚腿各使用3块木背板背帮,最上一块木背板距离梁头100mm,向下木背板间距为500mm、500 mm;每架棚梁间使用两根木撑杆支撑,木撑杆距棚梁端头为100mm,每架棚腿中部各使用一根400mm×40mm×40mm木撑杆;巷道顶部、帮部铺设金属网,金属网材料为10#铁丝,网孔规格50×50mm,网片规格1000×2800mm,网搭接不少于100 mm,网片要铺平、铺直紧贴岩面,联网采用16#铅丝隔孔相连,双丝双扣,扭结不少于3圈。
   1.2锚杆支护方式:
   锚杆形式和规格:杆体为20#左旋无纵筋螺纹钢筋,钢材为335#锚杆专用钢,长度2.0m,杆尾螺纹为M22。
   锚固方式:树脂加长锚固,采用两支树脂药卷,一支规格为K2335,一支规格为Z2360。钻孔直径为28mm,锚固长度为1300mm,要求锚杆锚固力不低于105kN。
   锚杆配件:采用拱型高强度托板,钢号不低于Q235,配合球形垫和减阻尼龙垫圈,托板高度要求不低于36mm,托板厚度不低于8mm。
   锚杆布置:锚杆排距800mm,每排2根锚杆,锚杆距离巷帮500mm,锚杆间距2200mm。锚杆全部垂直岩面打设,考虑到施工需要,允许5°误差。
   锚杆扭矩:利用扭矩倍增器扭紧螺母,要求达到300Nm,但不超过550Nm。
   2、3201运输巷0-131.9m段(除开口5m范围,及3201运输巷穿过二采区1#轨道下山前后10米范围),采用11#矿用工字钢梁长3200mm,11#矿用工字钢腿长2400mm,棚距800mm。顶部使用6块1000mm×120mm×40mm的木背板绞顶,木背板间距496mm,两帮各使用3块木背板背帮,最上一块木背板距离梁头100mm,向下木背板间距为500mm、500 mm;每架棚梁间使用两根800mm×40mm×40mm木撑杆支撑,木撑杆距棚梁端头为200mm,间距为2800mm,每架棚腿中部各使用一根木撑杆;巷道顶部、帮部铺设金属网,金属网材料为10#铁丝,网孔规格50×50mm,网片规格1000×2800mm,网搭接不少于100 mm,网片要铺平、铺直紧贴岩面,联网采用16#铅丝隔孔相连,双丝双扣,扭结不少于3圈。
   三、3201运输巷与二采区1#运输巷交叉处及前后10米范围内支护方式:
   3201运输巷与二采区1#运输巷交叉处及前后10米范围内每架棚间进行套棚加固,采用11#矿用工字钢棚,梁长2800m,腿长2200mm,套棚后棚距为400mm,顶板压力大时要及时在棚梁下方打设木点柱进行补强支护。
   四、3201运输巷开口处支护方式:
   1、3201运输巷及开口处(二采区1#运输下山)前后5米采用进行套棚,采用11#矿用工字钢棚,梁长3000mm,腿长2300mm,套棚后棚距为400mm,顶板压力大时要及时在棚梁下方打设木点柱进行补强支护。
   2、3201运输巷及开口处(二采区1#运输下山)采用12#含锰工字钢棚支护,双抬棚梁长3200mm,双抬棚腿长2400mm,插梁长3600mm,插梁腿长2200mm,插梁棚距为500mm,共使用7根插梁。
 表4-1  3201运输巷正常段锚杆锚索支护材料清单
 序号  名称  型号  每排数  100米巷道数(约)
 1  金属网  2800mm×1000mm  3  375
 2  木撑杆  800×40×40mm  4  500
 3  木背板  1000mm×120mm×40mm  6  1500
 4  工字钢  3200mm矿用11#(梁)  1  125
     2400mm矿用11#(腿)  2  250
   附:3201运输巷断面支护图
第五章    矿压监测
第一节    观测对象
   观测对象3201运输巷巷道围岩位移情况。
第二节    观测内容
   巷道的矿压监测分为综合监测和日常监测,前者的主要作用是验证和修改锚杆支护初始设计,后者主要是用于监测巷道安全,队组要设专人管理。类矿压监测数据必须真实可靠。
第三节    观测方法
   1、矿压监测仪器
  表5-1  矿压监测仪器
名称 型号 数量 产家
锚杆拉拔计 MLJ-300/100 2台 自购
扭矩扳手 500N.m 3把 自购
钢卷尺 6m 2 自购
皮卷尺 50m 1 自购
木桩 400mm 30个 自购
测绳 10m 5根 自制
测钉  30个 自购
   2、综合监测
   在巷道中,设置两个巷道表面位移监测断面。
表5-2  巷道综合监测内容
序号 项目 内容
1 巷道表面位移 巷道顶底板、两帮相对移近量,顶板下沉量。
2 巷道破坏状况统计 记录巷道围岩破坏位置和程度。
   2.1巷道表面位移
   采用十字布点法安设表面位移监测断面。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向钻28mm、深400mm的孔,将30mm、长400mm的木桩打入孔中。顶板和上帮木桩端部安设弯形测钉,底板和下帮木桩端部安设平头测钉。两监测断面沿巷道轴向间隔0.6-1.0m。观测方法为:在C、D之间拉紧测绳,A、B之间拉紧钢卷尺,测读AO、AB值;在A、B之间拉紧测绳,C、D之间拉紧钢卷尺,测读CO、CD值;测量精度要求达到1mm,并估计出0.5mm;采用皮卷尺测量监测断面距掘进工作面的距离。测量频度为:距掘进工作面50m之内,每天观测一次,其它时间每周1次。

巷道表面位移监测断面布置图
   3  日常监测
   日常监测包括三部分内容:锚杆锚固力抽检和锚杆预紧力矩检测。
   3.1  锚杆锚固力抽检
   巷道掘进施工过程中安排专人,按不小于3%的比例和不大于两天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽检,抽检时只做非破坏性拉拔,现场检测,强力锚杆达到105kN后可停止拉拔。发现不合格的锚杆要及时补打,并将抽检结果记录好。
   3.2  锚杆预紧力矩检测采用力矩扳手,巷道施工过程中要安排专人。每小班抽检一组(3根),强力锚杆达200KN.m,即为合格。若其中一个螺母扭矩不合格,将其重新拧紧即可,若有两个或两个以上不合格,应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍,并做好相应的记录。
第四节    数据处理
   1、由施工队组验收员负责采集资料,技术员进行分析处理。
   2、在观测过程中,若发现巷道变形严重时,应由矿总工程师召集有关科室分析原因,并及时采取相应的安全措施。
   4、在地质条件发生变化时,缩短测站距离,加大观测频度。
   5、每月对监测资料进行分析总结,做出分析报告。有异常时,及时提交相关领导与部门负责人,并及时修改锚杆支护设计参数。
第六章    掘进施工方式
第一节    工艺流程
   一、掘进方式:
   采用全断面一次起爆的炮掘方式。
   二、炮掘施工流程:
   交接班、安全检查→定向→打眼→装药→洒水→爆破→洒水→临时支护→出煤→永久支护→延长煤溜→验收。
  1、打眼: 打眼采用手持式风动钻机, 1.8米或2米长的湿式麻花钻杆和合金钢钻头。
   2、装药:按爆破说明书装药,装药时,要坚持使用水炮泥,炮眼要按照《煤矿安全规程》规定使用炮泥封口。
   3、爆破:爆破器材采用煤矿许用三级矿用乳化炸药,毫秒延期电雷管,MBF-200型电容式起爆器。根据巷道中线,用尖镐找好眼位,然后按炮眼布置图进行打眼,打眼必须采用湿式打眼,3201运输巷循环进度1.6米。爆破前,要对工作面20米范围内洒水降尘,按爆破说明书采用串联联线方式进行,爆破后,对工作面20米范围内进行洒水降尘。
   4、敲帮问顶:放炮后待炮烟吹散后,班长、安全员、瓦检员检查工作面永久支护、现场顶帮、瓦斯及有害气体无问题后,进行敲帮问顶,敲帮问顶前任何人不得进入掌子头。
   5、临时支护:班长、安全员、瓦检员全面检查工作面支护、瓦斯,在确认无问题后按规定架设临时支护,临时支护必须移设至窝头煤墙。
   6、出煤矸:用攉煤大钎配合煤溜出煤的方法进行。
   7、永久支护:断面尺寸达到要求后,进入临时支护前先进行敲帮问顶,量好柱窝位置,然后用风镐挖出柱窝,柱窝深度不得小于100mm,且柱窝要挖到实底。两人扶住棚腿,2人抬棚梁与两帮棚腿合口,然后校准中线、腰线、岔角、迎山角、棚梁的平衡度、扭距等,都符合要求后及时将木背板、木撑按要求上齐,并用木楔将背板绞紧,架棚作业由外向里逐架进行。
   8、验收员验收合格后进入下一个循环。
   二、支护工艺:
   1、工钢棚支护工艺
   1.1铺金属网要求:
   架棚作业时,每架棚的顶、帮(东帮)铺金属网,每片网要铺平、铺直并且要紧贴岩面,网与网搭接不少于100mm要采用16#铁丝隔孔相连,双丝双扣并且扭结不少于3圈。
   1.2架棚作业:
   断面够尺寸后,先进行敲帮问顶,标出柱窝位置,然后利用工作台架棚。两帮柱窝挖好后,竖腿上梁,上梁时,固定好棚腿,两人站在工作台上,一人监护,两人抬梁进入作业地点,递给工作台上的人,工作台上两人抬起棚梁和扶腿人员一起和好口,然后校对中线、岔角、迎山,都符合要求后及时将网铺上,木背板撑杆上齐,且木背板要与帮、顶之间背实,整体成一直线,架棚作业由外向里逐架进行。
   2、顶锚杆施工工艺:
   2.1打眼:利用MQT-120JC顶锚杆钻机打眼。掌钎工用左手抓住处于直立状态的锚杆钻机手把,右手将1.2m钻杆插入钻机夹盘内,操作者抓紧锚杆钻机T型把手,然后顺时针旋转支腿控制钮,直到钻尖对准眼位,然后慢慢给马达控制板加压,当钻尖钻入顶板后,操作者用右手拇指逆时针旋转水控制阀,钻杆同时溢水冲刷清孔,钻孔到位后,下缩钻机并关水。照上述操作程序完成1.9m钻杆打眼。(顶锚杆孔深为190030mm)
   2.1安装锚杆:先把搅拌螺母、锚垫及减磨垫圈套在锚杆上,再将一支K2335树脂药卷和一支Z2360树脂药卷依次装入钻孔并用锚杆将药卷推至孔底 ,并将搅拌器插入钻机夹盘内,然后边搅拌边推进,直到将锚杆送入孔底。搅拌约20~30s后,感觉药卷凝固后停止搅拌。
   2.1紧固锚杆:卸下搅拌螺母,等待1min,操纵给进阀杆,上紧锚杆螺母达到规定的预紧力(300N.m),确保锚杆托板紧贴煤壁,缩回钻臂。
第二节    施工设备
   表6-1  施工设备明细表
设备名称 型号 用途 单位 数量
刮板输送机 SGW-30T 运煤 台 1
局部通风机 FBD№5.6/2×11KW 通风 台 2
馈电开关 KBZ16-400/1140(660) 动力保护 台 1
双电源双回路组合开关 QBZ-4×80/1140(660) 风机开关 台 1
磁力启动器 QBZ—120/1140(660) 动力开关 台 2
磁力启动器 QBZ—80/1140(660) 动力开关 台 2
信号综保 ZBZ-4.0 信号(监控) 台 1
水泵 11KW 排水 台 2
胶带输送机 SPJ-800 运煤 台 1
风镐  挖柱窝 台 6
手持式风动钻机  打眼 台 2
力矩扳手  测力 台 3
锚杆拉拔仪  检测 台 3
第三节    作业方式
   一、炮掘作业方式:
   采用全断面一次起爆方式,起爆顺序:掏槽眼→辅助眼→周边眼→底眼。
   1—4为掏槽眼,1、3距底板1150mm,2、4距底板650 mm,水平方向85°,垂直方向90°,眼距700 mm,深度2000 mm,每孔装药量0.4千克,封泥长度500 mm。
   5—8号为辅助眼, 6、7距底板1500 mm,5、8距底板850 mm,水平方向垂直方向均为90°,眼距6-7#1700mm、5-8#1960mm,深度为1800 mm,每孔装药量0.2千克,封泥长度500mm。
   9—17号为周边眼,其中9-11、15-17距巷帮200 mm,水平方向85°,垂直方向90°,眼距700 mm,深度为1800 mm;12-14距顶板150 mm,水平方向90°,垂直方向93°,眼距700 mm,深度为1800 mm。每孔装药量0.2千克,封泥长度500mm。
   18—23号为底眼,18-23距底板150 mm,水平方向90°,垂直方向87°,眼距700 mm,深度1800mm,每孔装药量0.4千克,封泥长度500mm。
   连接起爆方法均为串联方式。
   附:炮眼布置三视图和爆破说明书
第四节    循环进尺
   掘进过程中正常段,在顶板完整、无片帮和煤层层理、节理发育时,炮掘循环进尺均控制在1.6m,最大控顶距1.8m,最小控顶距0.2m。若顶压较大或过空巷过地质异常区域,顶板岩性不好,煤层层理、节理发育,高顶片帮严重时,可将循环进尺缩为0.6m或更小,最大控顶距缩为0.8m或更小,最小控顶距缩为0.2m。
第五节    装运煤方式
   人工利用攉煤大锹将煤矸装至工作面安设的SGW-30T型煤溜上,经煤溜运至工作面安设的SPJ-800型皮带上,转运至二采区1#运输下山皮带至主皮带运至地面。
第六节    过特殊区段的施工工艺
   3201运输巷过下部空巷时采用“打小眼,放小炮”的方式掘进。其余施工工艺不变。
第七章    生产系统
第一节    一通三防系统
   1   巷道通风
   1.1  风量计算及局部通风机选型:
   每个独立通风的掘进工作面(正头)实际需风量应按瓦斯等有害气体涌出量、风速和人数规定要求分别进行计算,采用其中最大值,并用局部通风机实际吸风量和巷道中风速要求进行验算。
   根据3#煤层掘进期间的瓦斯涌出情况,3201运输巷瓦斯绝对涌出量为0.1m3/min,CO2绝对涌出量为0.18m3/min。
   1.1.1  按瓦斯涌出量计算
   Q掘=Q瓦×K/C=0.1×2/0.01=20m3/min   
   式中:
   Q掘------掘进工作面实际需要风量,m3/min;
   Q瓦------掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取0.1m3/min;
   K------掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2.0;
   C------掘进工作面回风流中瓦斯浓度界限,取1.0%。
   1.1.1.2 按CO2涌出量计算
   Q掘=QCO2×K/C=0.18×2/0.015=24m3/min   
   式中:
   Q掘------掘进工作面实际需要风量,m3/min;
   Q CO2 ------掘进工作面CO2绝对涌出量,取0.18m3/min;
   K------掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2.0;
   C------掘进工作面回风流中CO2浓度界限,取1.5%。
   1.1.2  按人数进行计算
   Q掘=4N
   式中:N—掘进工作面同时工作的人数,取42;
   Q掘=4×42=168m³/min。
   1.1.3按炸药量计算:
   Q掘=25A=25×6.6=165m³/min
   式中:
   25------每公斤炸药所需风量,m3/min
   A—一次爆破最大装药量
   1.1.4按局部通风机的供风量
   Q局=1.2Q掘
   式中:
   Q掘—掘进工作面正头的需要风量,取上面计算出的最大值,m³/min;
   Q局—局部通风机供风量,m³/min;
   1.2—风筒最大漏风率15%时的系数;
   因此,Q局=1.2×168=194.4m³/min。
   1.1.5掘进工作面最小全压需要风量计算:
   Q全=Q局+15S
   式中:
   Q全——掘进工作面全压需风量(掘进面全压系统单独回风量),m³/min;
   Q局——为一个掘进工作面同时供风的各台局通风机实际吸风量之和,m³/min;
   15-——局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的最低风速,取15m/min;
   S——局部通风机到掘进面回风口之间的巷道净面积,m²;
   Q全=194.4+15×8.496≈322m³/min;
   1.1.6按风速进行验算
   0.25×60×S<Q<4×60×S                                    
   式中:S—掘进巷道净断面积,S=8.496m²;
   计算所得128<Q<2040
   由上述计算得知掘进工作面所需供风量应不小于168m³/min,根据巷道断面及设备配备情况选用FBD·No.5.6/2×11KW型对旋式风机向工作面供风可满足供风要求,并选直径为600mm的柔性胶质抗静电阻燃强力风筒。在掘进过程中坚持“以风定产”的原则,确保瓦斯浓度在规定范围内。
   1.2   通风线路、通风设备设施及其管理
   1.2.1  通风方式:采用压入式通风。
   1.2.2  通风线路:
   新鲜风流:二采区1#运输下山→风机→风筒→3201运输巷工作面。
   乏风流:
   3201运输巷回风联络巷与二采区1#专用回风下山贯通前:
   ①3201运输巷工作面→二采区1#运输下山→二采区1#运输下山与二采区1#轨道下山3#联络巷→二采区1#轨道下山→二采区1#轨道下山与二采区1#专用回风下山3#联络巷→二采区1#专用回风下山→回风大巷→回风平硐排出。 
   ②3201运输巷工作面→二采区1#运输下山→二采区2#运输下山→二采区2#运输下山与二采区2#轨道下山1#联络巷→二采区2#轨道下山→二采区1#轨道下山→回风大巷→回风平硐排出。 
   ③3201运输巷工作面→二采区1#运输下山→二采区2#运输下山→二采区2#运输下山与二采区2#这样回风下山1#联络巷→二采区2#专用回风下山→二采区1#专用回风下山→回风大巷→回风平硐排出。
   3201运输巷回风联络巷与二采区1#专用回风下山贯通后:
   ①3201运输巷工作面→3201运输巷回风联络巷→二采区1#专用回风下山→回风大巷→回风平硐排出。
   附: 3201运输巷通风系统示意图
   1.2.3  通风设备设施:FBDNo.5.6/2×11KW对旋式风机两台;直径为600mm的柔性胶质抗静电阻燃强力风筒。
   1.3    局部通风机安装及管理要求
   1.3.1  局部通风机安装位置:局部通风机和启动装置安装在二采区1#运输下山内,距3201运输巷口上风流10m-15m处,风机吊挂要牢固,距底板高度大于600mm;。
   1.3.2  风筒吊挂方式:风筒必须采用抗静电、阻燃风筒,悬挂采用8#或10#铅丝,风筒接口要反压边,严密不漏风,逢环必挂,保证平直,不准随便拆开、损坏风筒。风筒出口到工作面掘进头距离不得大于5m。
   1.3.3  局扇通风管理要求:
   1.3.3.1   局部通风机实行六专供电(专用变压器,专用开关、专用线路、专人看护、专用电话、专人检修),掘进工作面应装设风电闭锁、瓦斯电闭锁设施,风电、瓦斯闭锁装置安装在工作面供电KBZ16-400/1140(660)馈电开关处,当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时,能立即切断局部通风机供风巷道中的一切非本质安全型电源。
   1.3.3.2  局部通风机必须设专人负责,并持证上岗,实行挂牌管理,管理人员要在管理牌板上签字,并执行现场交接班制度。
   1.3.3.3  局部通风机必须保持24h连续运转。管理单位必须建立局扇管理台帐和检查维护记录。
   1.3.3.4  局部通风机每天必须安排专人进行日常检查维护,必须及时填写相关记录。
   1.3.3.5  局部通风机在井下连续运转一个月,由使用单位的流动电钳工至少检修一次;局部通风机累计运转达六个月时,必须上井由矿机电维修单位进行检修。
   1.4    工作面有计划停风措施
   1.4.1  有计划停风时要明确停风时间,并派专人办理相关手续。在班前会上学习此措施,值班队干、机电队长负责检查措施的落实情况。局部通风机停电停风前,跟班队干负责将停风区的人员撤至全风压供风通道处,并安排专人进行警戒,设置明显警示标志,防止人员误入;局部通风机停电、停风后,局部通风机管理人员要立即向调度进行汇报。队部值班队干要做好记录。
   1.4.2  在恢复通风前必须先查看监控主机显示资料,并经过瓦检员现场检查瓦斯浓度。若主机显示瓦斯浓度超过3.0%时,严禁人员进入,必须编制瓦斯排放措施并严格执行。主机显示瓦斯浓度小于1.0%时,由瓦检员进入停风区进行检查。
   2   综合防尘
   2.1 防尘设施及管路系统
   2.1.1 掘进时沿巷道非人行道帮敷设一趟4寸动压水管,作为供水管,支管和阀门要齐全。
   2.1.2 掘进工作面主要产尘源处的作业人员必须佩戴防尘口罩。对掘进工作面随时变化的防尘设施,其供水压力和流量每月至少测定一次。
   2.1.3 在巷道动压水管路上,要求吊挂平直,接口严密不漏水,每50米加设一个甩头(要求开启灵活,手轮齐全),水路不通不准开工,防尘设施不齐全不得生产,并接一条长度不小于25米的软胶管,用于冲洗巷道。
   2.1.4 距工作面30米范围内安设两道净化水幕,实行风流净化,要求雾化好,能封闭全断面,使用正常并随工作面的推进及时前移。掘进出煤时开启,水幕开启覆盖全断面,水幕手轮应安设在行人一侧。
   2.1.5 出煤各转载点,必须安设完好的喷雾装置,保证见煤开水,水量充足。
   2.2 防尘管理
   2.2.1 每天安排专职人员对各防尘设施进行检查维修,发现设施损坏或失效,立即处理。
   2.2.2 为防止煤尘堆积,掘进工作面50m范围内的巷道必须班班进行冲洗;距掘进工作面50-100m的巷道每天冲洗一次;距掘进工作面100m之外的巷道每周冲洗一次。严禁粉尘飞扬,严禁发生粉尘飞扬现象。
   2.2.3 运煤系统的转载点前后20m范围内的巷道每班随时进行冲洗。
   附 :防尘设施系统图
   3    防治瓦斯
   3.1  瓦斯监测
   3.1.1  瓦斯监测监控设备及其安设方式
   巷道开口前在3201运输巷下风流掘进工作面距进风口5m范围内增设一台KGJ16B型瓦斯传感器(T3),巷道开口前至掘进深度小于5m范围时,在开口处下风流的15m处安设一台KGJ16B型瓦斯传感器(T2)和一台KGA5CO传感器;巷道掘进长度大于5m且小于20m时,回风流甲烷传感器(T2)和CO传感器位置不变;工作面安设一台KGJ16B型瓦斯传感器(T1)、一台KGA5CO传感器和一台KG3007A-3温度传感器挂在风筒对侧距工作面小于5m范围内;巷道掘进长度大于20m后, 回风流甲烷传感器(T2)和KGA5CO传感器挂在距回风口10—15m处。在二采区1#运输下山适宜地点安设一台KJF16B型通用分站。在风筒出口距工作面20m处安设KG5009型风量开关,在风机上各安设一台开停传感器。在掘进面总开关上安设一台KDG15A型远动开关。
   3.1.2  超限报警处理程序
   瓦斯传感器能够通过分站实现自动检测,报警断电。具体报警浓度、断电浓度、断电范围、复电浓度如下:
   瓦斯预警浓度:T1≥0.8%CH4  T2≥0.8%CH4  T3≥0.5%CH4  CO≥24PPm  WD≥26℃
   瓦斯断电浓度:T1≥1.2%CH4  T2≥0.8%CH4  T3≥0.5%CH4
   复 电 浓  度:T1<0.8%CH4  T2<0.8%CH4  T3<0.5%CH4
   断 电  范 围:T1—掘进巷道内全部非本质安全型电气设备
                 T2— 掘进巷道内全部非本质安全型电气设备
                 T3— 被窜掘进巷道内全部非本质安全型电气设备
   附:3201运输巷瓦斯监测监控系统图 
   3.1.3  瓦斯监测监控设备的管理
   3.1.3.1  掘进工作面里端的瓦斯探头距掌子头的距离始终不得大于5m,班组长或跟班队干负责探头、线缆及瓦斯传感器管理牌的移动,线缆将要用完时,应及时通知队值班,派专人到供应部领取备用线,并由流动电钳工下井悬挂。
   3.1.3.2  瓦斯探头应垂直悬挂在风筒的对帮,距顶板不大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm,并设置瓦斯传感器管理牌,使其始终与探头保持2m的平行距离,并吊挂在人行道一侧1.6m高的位置。
   3.1.3.3  KJF16B型通用分站,应安设于便于人员观察、调试、检验且支护良好、无滴水、无杂物的进风侧。
   3.1.3.4  瓦斯监测监控装置由监测监控部、本队配合共同安装,在临时拆除或改动时,必须事先与监测监控部联系,在检修与监测监控系统装置相关联的电气设备,需要系统装置停止运行时,须征得监测监控部和调度室同意,并采取相应措施后,方可进行,事毕恢复原状,并向调度室和监测监控部汇报。
   3.1.3.5  施工队组需要提供能控制巷道内全部非本质安全型电气设备电源的总开关(移变)及专用线路,以便在瓦斯超限时能实现规定的断电功能,并且总开关(移变)负荷侧不得连接其它地点电气设备,以免造成断电范围扩大造成不必要的影响。
   3.1.3.6  任何人不得损坏监测监控系统设备,在冲洗巷道时,应避开监测监控系统装置的安设部位,不得直接用水冲刷装置(尤其是传感器)。
   3.1.3.7  管理好所使用的监测监控系统设备,确保设备台台完好,运行正常,电缆悬挂上钩,保持平直,杜绝失爆现象。
   3.1.3.8  监测监控部负责校验瓦斯探头,必须每隔七天使用校准气样按产品使用说明书的要求对瓦斯传感器进行一次调校,确保各项指标符合规定,每七天更换一次。
   3.1.3.9  传感器出故障时队值班应及时通知监测监控部值班人员,由监测监控部安排人员下井更换。
   3.1.3.10  瓦检员每班向调度汇报瓦斯浓度时,必须同时汇报所辖地点瓦斯探头的指示值;应对所管辖范围内传感器的资料进行记录;对主机、瓦斯传感器以及电缆的外观进行检查,并将记录和检查的结果报调度。
   3.1.3.11  瓦斯传感器与监测监控装置发生故障时,瓦检员、跟班队干要立即向监测监控部及调度汇报,监测监控部要安排人员及时处理,在井下无法处理时,应在8h内更换,故障期间,工作面不得生产,瓦检员要对工作面风流和回风流每隔30分钟检查一次瓦斯,安全员现场监督。
   3.1.3.12  队组每天检修班进行一次双风机双电源自动切换并做好记录;每周掘进工作面进行一次瓦斯电、风电闭锁及双风机双电源自动切换试验,两闭锁一切换试验申请单由监测监控部办理,瓦斯断电闭锁试验由监测监控部负责进行,队组流动电钳工配合,风电闭锁试验及双风机双电源自动切换试验由队组机电队长负责进行,监测监控部、通风部、安全部、机电部人员负责监督执行,试验失败后,查出原因,排除故障后重新试验,试验完毕双方各自认真填写相关记录并签字。
   3.2  瓦斯管理
   3.2.1  便携式瓦检仪的配备:队长、技术员、跟班队干、班组长、爆破工、流动电钳工、处于回风流的皮带司机、小绞车司机等,必须按规定佩带便携式瓦斯报警仪,并能正确使用。瓦检仪要求灵敏可靠,保证完好。 
   3.2.2  作业地点必须配备专职瓦斯检查员,进行瓦斯检查,每班至少检查三次,并且把每次检查结果及时汇报给现场跟班队干、班组长和调度。瓦检员必须对下列地点进行瓦斯检查:局部通风机进风流、工作面风流、工作面回风流、局部宽帮高顶处。
   3.2.3  对于工作面作业地点20m范围内的宽帮高顶处,在作业前由瓦检员进行认真检查,若有超限现象,必须报有关部门后按规定处理,无问题后方可进行作业。宽帮高顶处用金属网护好,用不燃性材料进行充填,并在宽帮高顶处设置说明牌。
   4   防火防爆
   4.1  火源因素及防火设施
   4.1.1  火源因素
   工作中产生撞击火花、皮带卡与皮带架、铁料与皮带架、卸料台撞击产生火花、皮带托辊转动不灵活硬磨产生火花。易燃油脂长期积存引起自燃、使用过的润滑油、废棉纱乱扔乱放而着火。
   4.1.2  防火设施
   3201运输巷内皮带输送机机头、煤溜机头必须配备一个装满沙子的砂箱(装砂量不少于0.5m³),两把消防沙锹和两台8kg干粉灭火器。要求上岗职工会熟练使用。灭火器上架、取放、移动方便,设专人管理,损坏失效及时更换。
   消防供水:在掘进巷道动压水管每隔50m设一个三通阀门,备用二根长度不小于25m的防火软管,并按规定吊挂,要求阀门齐全、灵活。
   4.2   防灭火措施
   4.2.1  机电设备附近5m范围内严禁堆放杂物。严禁将易燃油脂长期存放在工作面。
   4.2.2  严禁在瓦斯超限和积聚的情况下作业。严禁产生明火和工作中产生火花。在用铁器工作的地点,先检查周围瓦斯浓度,不超过1.0%时方可工作。
   4.2.3  每班经常检查皮带机尾附近瓦斯浓度,并要经常清理皮带机尾浮煤。要防止皮带卡与皮带架撞击产生火花,保证皮带托辊转动灵活,以免硬磨产生火花。
   4.2.4  井下使用过的润滑油、废棉纱必须存放在加盖的铁桶内,定期送地面处理,严禁乱扔乱放,严禁将剩油、废油泼在巷道内。
   4.2.5  一旦发生瓦斯局部燃烧或其它材料着火,当工作面及回风流中瓦斯浓度不超过2%,风机正常运转时,应在跟班队干、班组长指挥下,用灭火器、沙和供水管中的水在确保人员安全的情况下灭火,并及时向调度室汇报。若火势增加或瓦斯含量超过2%以及局部通风机停转时,应组织人员戴好自救器迅速按避灾路线撤离。灭火时,必须派专人携带便携式瓦检仪,随时掌握瓦斯情况。
   4.2.6  防火管理:电气设备或电缆着火时,首先要切断电源,就近使用矸石、沙子、或岩粉进行灭火,严禁用水直接灭火;因机械、油脂等引发的火灾,要就近使用沙子用水灭火。要控制风流,防止火势蔓延。
   4.3  隔爆设施
   3201运输巷长度为701.4m,隔爆设施安装在3201运输巷内,3201运输巷巷道断面面积为8.496m2(不少于200L/m2),应配水量为1700升,隔爆水袋采用集中式布置,棚区长度不少于20m,水袋规格为40L/个,水袋数量为45个,每排3个(根据巷道实际断面可增加或减少),共15排,排距1.6m,首排距工作面距离为60—200m,不得超过200m。水袋距顶板两帮的间隙不得小于100mm。严格按《煤矿井下粉尘防治规范》中水袋吊挂标准吊挂。
   隔爆设施设专人负责,实行挂牌管理,定期填水、冲洗及换水。
   5、CO的管理
   3201运输巷距离回风口10~15m处设置CO传感器,报警浓度≥24ppm,CO达到临界值,严禁放炮。
第二节    辅助运输系统
   1、 运输线路:
   1.1经主平峒轨道→一采区轨道上山→2101回风巷车场轨道→二采区1#轨道下山轨道→二采区1#轨道下山与二采区1#运输下山2#联络巷口材料码放点。
   1.2人工从二采区1#轨道下山与二采区1#运输下山2#联络巷口经二采区1#运输下山经3201运输巷抬运至工作面。
   2、本队所用材料、设备由运料队运至二采区1#轨道下山与二采区1#运输下山2#联络巷口材料码放点,本队人工运至工作面后分类码放在材料牌板所指示的巷道一侧。要求码放整齐,符合文明生产要求。
第三节    供电系统
   1  供电系统说明
   1.1  电压等级:掘进工作面供电电压为660V。
   1.2  供电方式:从井下中央变电所引三趟660V电压线路到工作面,其中两趟线路分别引入工作面风机专用开关,供工作面主副用电;另一趟引至工作面KBZ-400/1140(660)开关,供工作面动力用电。
                  表6-2  真空电磁起动器整定资料
序号 控制设备名称 电机电流额定值Ie(A) 短路电流整定值Id=8Ie(A) 过载电流整定值Ig=1.2Ie(A) 选用开关型号
1 胶带输送机 92 736 100 QBZ—120/1140(660)
2 局  扇 25.3 202 30 QBZ-4×80/1140(660)
3 刮板输送机 34.5 276 40 QBZ—120/1140(660)
4 水泵 12.7 101.6 15 QBZ—80/1140(660)
   表6-3  3201运输巷工作面负荷统计表
序号 设备名称 规格型号 数量(台) 功率(KW) 备注
1 胶带输送机 SPJ-800 1 2×40 
2 刮板输送机 SGW-30T 1 30 
3 局扇 FBD№5.6/2×11 2 2×11 一用一备
4 水泵 QBW20-120-11 2 11 一用一备
5 探水钻  1 22 
   附:3201运输巷供电系统图
第四节    压风系统
   从二采区1#运输下山接一趟4寸压风管路接到3201运输巷。供工作面动力用风机自救装置用风。
第五节    排水系统
   1  预测掘进面最大排水量:4m³/h 。排水设备:采用BQW-20-120-11水泵并配有备用泵,保证备用泵完好可靠。
   排水地点:3201运输巷根据巷道坡度情况,在巷道最低洼处布置临时排水点。
   2  管路系统 巷道掘进施工中,在巷道低洼处设置水泵,在水泵的排水口接一趟3寸排水管路,排水管路要固定在巷道非人行道帮距底板1.0m处,并在巷道静压水管上安设应急排水设施。
   3  排放水管理要求
   3.1  水泵必须保证台台完好并有备用泵。检修工要班班检修,保证设备的完好和排水管路的畅通。
   3.2  每班必须安排专人抽水,发现管路接口处漏水时应及时停机处理。
   3.3  随时观察工作面的涌水变化,水量增加时及时采取有效措施。
   3.4  在巷道低洼地段设排水池,巷道两帮挖水沟防止漫流。积水应及时排出,做到文明生产达标。
   附:排水系统图
第六节    通讯、照明、信号系统
   1  通讯:距工作面50m处、刮板输送机机头、皮带输送机机头和局扇附近由监测监控部各安设一部生产电话,与井上所有内部电话直拨,做到井上、下通讯畅通。
   2  照明:在刮板输送机头、皮带输送机机头安设一组127V防爆照明灯。
   3  信号:在工作面、刮板输送机头、小绞车处各安设警示红灯一盏。
第七节    压风、供水施救装置
   1、距工作面25-40m范围内安设一组型号为ZYJ(C)的矿用压风施救装置及一组ZGJ-1矿井供水施救装置,之后每200米安装两组压风施救装置一组ZGJ-1矿井供水施救装置,供水施救装置与压风施救系统并列交错安装。
   2、压风自救装置安装在距工作面不大于20m,顶、帮支护良好,无淋水,易于人员操作的巷帮侧;压风自救装置使用¢10mm软管连接到压风管路上,系统供气压力0.2-0.6Mpa。
   3、使用方法:
   3.1压风施救:打开箱盖,拧开进气阀,取出呼吸面罩戴上进行呼吸。需要时可调节调压阀,然后等待救援。
   3.2供水施救:打开箱盖,打开相应的供水阀门,取出供水软管进行喝水。需要时可调节调压阀,然后等待救援。
   4、压风自救、供水自救装置与电话均布置在同一点。
第八章    安全质量管理
第一节    工程质量验收要求
   1、工字钢棚支护段巷道质量验收标准
   1.1  严格按中线、腰线施工,中线误差不得超过±30mm。
   1.2 净高:不超过设计的0~+100mm;
   1.3  净宽:不超过设计的0~+100mm;
   1.4  棚间距:不超过设计的0~+100mm;
   1.5  倾斜巷道迎山角:+0.5°,不得退山;
   1.6  支架梁扭距:≤100mm;棚梁水平误差≤40mm;
   1.7  棚腿岔角为10°±1°,并在误差范围内协调一致,不得出现里进外出、迈步现象。
   1.8  木背板要背实背牢打设成直线;金属网铺平紧贴岩面,搭接、连接符合要求。
   1.9  柱窝挖到实底,底梁铺设在实底上,其深度符合设计要求。
   1.10  棚梁接口严密,误差不超过50mm,不允许吊唇、后空、错口等现象。
   2  锚杆支护段巷道质量验收标准
   2.1  间、排距:误差不超过设计的±50mm;
   2.2  锚杆孔深度:误差不超过0~±30mm;
   2.3  锚杆角度:误差不超过±5°;
   2.4  锚杆外露长度:露出螺母为20~80mm;
   2.5  锚杆安装质量:锚杆构件齐全,杆体无松动。
   2.6  金属网应铺平铺展,紧贴顶帮,网与网对接紧密,扣扣相联,在局部宽帮高顶处,帮网下边缘离巷道底板不超过500mm;
   2.7  巷道成形达标,顶帮要求刷平,超欠挖误差不超过100mm;
   2.8  锚杆锚固力:大于105KN;锚杆预紧力:大于300N.m,小于550 N.m。
第二节    文明生产管理要求
   1   规程措施 
   规程措施必须符合《煤矿安全规程》,施工及地质条件变化时有补充措施。内容齐全、外观整洁、图文清晰、保存完好,且审批、贯彻手续完备,有贯彻、考核和签名记录。
   综合防尘
   巷道内有风流净化装置,作业人员佩带个体防护用品,各转载点要有喷雾装置。
   3   局部通风
   通风系统符合《规程》规定,每节风筒要编号挂牌,风筒吊挂整齐,逢环必挂,不漏风,工作面风筒不落地,风筒口距工作面距离符合作业规程规定。
   4 临时轨道及运输设备
   临时轨道轨距误差不大于10mm,轨道接头间隙不超过10mm,内错差、高低差不大于5mm,水平误差不大于10mm,轨枕间距误差不大于5mm(轨枕间距800mm),连接件齐全紧固有效无杂拌道,轨枕无浮离、空吊板现象。刮板输送机、胶带输送机机头机尾牢固、铺设平、稳、直,运行可靠。
   5 巷道卫生
   巷道内无杂物、无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m,深度不超过0.1m)。浮煤(矸)不超过轨枕上平面,水沟通畅,材料、工具码放整齐,挂牌管理。管线吊挂整齐符合作业规程规定。
   6 施工图板
   作业场所有规范的、符合现场实际的巷道平面布置图、支护断面图、通风系统图、供电系统图、炮眼布置图和避灾路线图,正规循环作业图表,图板图文清晰、正确,保护完好,图板悬挂位置合理,便于作业人员观看。现场作业人员熟知图表内容。
   7 掘进安全设施  
   掘进及运输安全设施(包括一坡三挡、声光信号等)齐全有效,安全间距和躲避硐设置等符合本规程规定。工作面应设置隔爆设施。
   8 机电设备管理
   巷道内无失爆电器设备,机电设备定期检查维护,达到完好标准,各种保护齐全。设备安装位置合理,卫生清洁,挂牌管理,开关上架。机电维护工、胶带输送机、刮板输送机等司机要持证上岗,并建立机电设备日常检修管理制度。
   9 顶板管理
   严格执行敲帮问顶制度,掘进时工作面控顶距离符合本规程规定,严禁空顶作业。临时支护形式符合本规程规定。巷道内无空帮空顶现象,对巷道支护失效威胁安全时,必须及时处理,汇报调度室及生产部。
第三节    煤质管理要求
   1、加强顶板管理,严防冒顶漏矸,一旦发现有大量石头冒落或巷道出现底鼓进行拉底,所有大于300mm的岩石要派专人捡出,装罐车运至井上,严禁将矸石混入煤流。
   2、各运输转载点洒水降尘要用喷雾方式,不得将大量水流注入煤中,增加煤的水分,并做到使用时打开,不使用时关闭,以降低煤的水分。
   3、遇构造时矸石应集中装车上井,不允许直接拉入煤仓。
   4、各岗位工随时捡出输送机拉出的杂物,及时清理巷道,保持巷道整洁。
第四节    机电设备管理要求
   1、机电设备管理采用个人包机制,并挂设完好标志牌,整定牌和各开关停送电牌。包机人负责所承包设备的维护、检修,保证设备完好,杜绝失爆现象,严禁设备带病运转或甩保护运转。做好个人所包设备的清洁工作,执行“一班三汇报” 制度,向队部说明设备运转情况。
   2、各电气设备司机必须熟悉电气设备特性,并持证上岗,电气作业人员必须配备与电压等级相符的验电用具。
   3、严格执行用电申请制度,不得随意增减负荷和改变供电系统。
   4、电缆悬挂符合标准,电缆吊挂最低点距底板不低于1.2m,动力电缆与信号电缆分层悬挂,信号电缆在动力电缆上方, 间距大于0.1m,电缆与风筒等易燃物品应分别挂在巷道两侧。
   5、开关放在开关架上,高压联接器悬挂在距底板不低于1.2m的棚腿上,接有合格的接地极。严禁带电搬迁或检修电气设备,必须按照规定打设接地极。
   6、机电设备、电缆、小型电器的安装地点要避开有淋水的位置,如因条件限制,可采用皮带或防雨布遮掩机电设备,以防淋水渗入。
   7、电缆每班按规定延伸。
   8、各类设备铭牌、完好牌、整定牌必须完好齐全。
   9 电缆接线盒及小型电器,要安放在无淋水的地方,如果空间限制,要加防水淋罩。
   10、按照“整定细则”对电气开关进行合理整定,整定值计算带有短路保护馈电开关和磁力启动器的整定值由机电部电气管理人员机算整定。未经机电部电气管理人员批准不得改变整定值。
   11、电气开关及接线盒须放防潮剂,发现失效及时更换。
   12、检修电气设备必须有专人看护,严格执行停送电制度和操作规程。电气设备要保持良好的隔爆性能,严禁出现失爆,严禁带电搬迁电气设备,严禁带电检修,严禁带电拖移电缆。
   13、一切容易碰到的、裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动和传动部分,都必须加设防护装置或遮拦,防止碰触伤人。
   14、电气设备必须使用合格有效的保险,严禁用其它材料代替。
   15、设备启停、运行必须按规定信号操作。
   16、严禁各类司机坐在机头正头或坐在电机、减速机和开关上操作、检修和休息。
   17、井下电话线严禁出现鸡爪子、明接头和破口,电话机严禁失爆。
   18、严格执行每天一次的漏电保护试验工作并有记录。
   19、应对本队组所使用的电气设备编制定期检修细则。认真执行好“双测双绘”并作记录。
   20、煤溜安装好后,对所有注油点检查及时注油,确保设备正常运转。
   21 刮板输送机质量标准
   21.1 刮板输送机的铺设:两台输送机搭接运输时,搭接长度不小于500mm,机头最低点与机尾最高点的间距不小于300mm。
   21.2 刮板输送机与皮带输送机搭接运输时,搭接长度和机头、机尾高度差均不小于500mm。
   21.3 安装平、直,运转可靠。
   21.4 机头、机尾、过渡槽无严重变形、无开焊,中部槽无漏洞。
   21.5 刮板弯曲变形数不超过总数的3%,缺少数不超过总数的2%,并不得连续出现,弯曲变形不大于15mm,平面磨损不大于5mm,长度磨损不大于15mm,圆环链伸长不得超过设计长度的3%。
   21.6刮板输送机液力耦合器,使用水(或难燃液)介质,并使用合格的易熔塞和防爆片。
   22 局部通风机质量标准
   22.1  机壳无严重变形,变形面积最大处不超过200mm2,深度不大于10mm。
   22.2  机壳上有转动方向标志;并挂牌管理,运转无异响,无异常震动。
   22.3  局部通风机和工作面中的电气设备必须装有风电闭锁装置、瓦斯电闭锁装置。
   22.4  吊挂牢固,无淋水,吸风口2m范围内无杂物。
   22.5  叶轮无裂纹,无破损、转动灵活,叶轮与机壳的间隙应为1~3mm。
   22.6  使用6个月以上应上井检修。
第五节    质量标准化
   1、施工应坚持一次成巷,工程质量符合《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)》规定。严格质量验收制度,各班组、各工序严格应进行自检、互检,交接班严格按照《质量标准化验收台账》进行,对不合格工程及时处理,工程质量合格后方可继续施工。
   2、在掘进过程中必须搞好文明施工。所有工具、材料管线等应堆放、悬挂整齐,巷道内无杂物、无淤泥、无积水。
   3、各工种操作正规化,严格执行工作岗位责任制和岗位作业标准化标准。在工作中跟班队干负责协调安全、生产、质量,班组长具体负责组织生产任务,安全员主要负责安全监督,维护工负责本班所有设备正常运转,处理机电事故。正规循环结束,要求工程符合质量标准,各部设备完好。
   4、严格按“七直三平”进行作业,即:巷道直、皮带直、管路直、电缆吊挂成线、风筒直、支架顶梁成线、支架棚腿成线;顶板平、底板平、煤墙平。
第九章    劳动组织、循环图表与主要经济技术指标
第一节    劳动组织图表
   一、劳动组织及循环图表
   工作面实行“三八”工作制,其中两个半班生产,半个班检修。四点班半班生产半班检修。
   表9-1  劳动组织及循环图表
工种 出勤人数 备注
 0点班 8点班 4点班 合计 
跟班队干 1 1 1 3 
班组长 1 1 1 3 
爆破工 2 2 2 6 
掘进工 5 5 3 13 
流动电钳工 1 1 2 4 
机电维修工 1 1 3 5 
风机看护工 1 1 1 3 
胶带输送机司机 1 1 1 3 
刮板输送机司机 1 1 1 3 
运料工 2 2 5 9 
防尘工 1 1 1 3 
验收员 1 1 1 3 
打杂组 - - 2 2 
合计 18 18 24 60 
第二节    正规循环作业图表
   附:正规循环作业图表
第三节    主要技术经济指标
   表9-2  主要技术经济指标表
 序  号 项  目 单   位 指   标
1 巷道断面 m2 8.496
2 掘进出煤 T/m 11.73
3 循环进尺 m 1.6
4 每班循环 个 2
5 日循环数 个 5
6 每班进尺 m 3.2
7 每日进尺 m 8
8 每月进尺 m 240
9 每班出勤 个 21
10 每日出勤 个 60
11 日 效 率 m/工 0.13
第十章   重大危险源及有害因素辩识
序号 危险因素 可能造成的危害
1 不执行敲帮问顶制度、支护不良 易造成人员伤害
2 风筒不按要求挂设 易造成瓦斯超限
3 不按规定冲洗巷道造成煤尘堆积 易造成煤尘爆炸
4 不坚持“预测预报、有疑必探,先探后掘、先治后采”的原则 易造成水灾及其它事故
5 不按规定操作设备、未配备灭火器 易引起火灾事故
6 检查刮板输送机或处理问题时,未闭锁开关。 不明人员误操作造成人员伤害。
7 刮板输送机过负荷启动及频繁启动。 可能损坏电机、断链。
8 人员在运转的运输机上站立或行走。 刮板链绊倒人员造成人员伤亡。
9 铺设溜槽时不直或不平。 易造成断链和跳链伤人。
10 刮板链的松紧程度调整不当。 易造成卡链、跳牙、断链后伤人。
11 不明人员打信号。 信号误动作造成伤人。
12 违章运送木料、支柱。 容易造成顶伤人员。
13 机头、机尾打设不牢固。 容易造成机头、机尾翻翘伤人。
14 煤溜司机不坚守岗位、随意离开或任意叫人代替。 运行中出现意外情况不能及时停机造成人身伤害事故。
15 煤溜运转过程中,人员随意接触胶带运转部位。 挤伤、挂破、带跑人员,造成人员伤害。
16 信号不完好即开机运转。 不能及时联系出现意外事故。
17 不按操作规程操作。 容易造成人员伤害。
18 人员跨越正在运行的胶带输送机。 容易带倒人员造成人员伤害。
19 顶帮活石未清理干净就开始架棚。 架棚时活石掉落伤人。
20 空顶距较大,超出作业规程规定就开始架棚。 造成冒顶伤人。
21 打风镐时,供风管路连接不牢固。 易造成管路断开高压风伤人。
22 高压风管连接不牢固。 造成高压风伤人。
23 不使用超前支护。 容易造成顶板冒落伤人。
24 运料时不执行我矿有关运输管理规定。 容易造成人身伤害事故。
25 易滚动物料支垫不好。 物料从底胶带上滚落容易造成人员伤害。
26 交接班时,风机遗留问题交接不清楚。 容易造成安全隐患。
27 启动风机前,不检查停风区和通风机及其开关附近10m以内的瓦斯情况。 容易造成瓦斯爆炸事故。
28 局扇司机无计划停风。 容易造成瓦斯积聚或瓦斯爆炸事故。
29 因故停电停风,不及时汇报和采取措施进行处理。 容易造成瓦斯积聚或瓦斯爆炸事故。
30 局扇司机对风机或风筒在运行时不认真进行检查。 风机容易出现故障造成造成停风事故。
31 未按规定操作电气设备 易造成电击伤人及其它事故
32 巷道穿过浅埋段时不及时采取有效支护措施。 易造成地面建筑物损害
第十一章    安全技术措施
第一节    一 般 规 定
   1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《3201运输巷掘进作业规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。
   2、所有上岗人员必须持证上岗,严格执行《岗位标准化作业标准》及各工种岗位责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制。所有上下班人员行走大巷必须执行大巷行人规定。
   3、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程,学习后人人签字并进行考试,不合格不得上岗。
   4、开工前,检查所需各类工具、器材、机具、零配件等是否备齐,其品种、材质、规格、数量等是否符合规程要求;检查工作范围内的巷道支护是否完好,顶帮是否安全。若发现支护损缺等不安全因素,应在处理后方可进行其它作业。
   5、开工前,首先要检查工作面的通风情况是否良好。风筒口距工作面的距离、瓦斯和二氧化碳的浓度、一氧化碳及温度等是否符合规程规定,通风设施是否完好、正常。如超过规定或不正常,不得进入工作面,并及时汇报队部值班队干,采取措施进行处理。
   6、工作面的临时支护和控顶距离是否符合本规程规定。如不符合或不安全时,必须立即进行支护。否则不准进入工作面。
   7、检查巷道中线是否正确,如有问题及时通知地测部进行校正。
   8、检查机电设备及管路、线路、轨道是否完好,如有故障应及时排除,达到正常方可使用。
第二节    顶板管理安全技术措施
   1  顶板管理制度
   1.1  掘进工作面严禁空顶作业。靠工作面10m范围内的支护必须检查,确认无问题时方可进入工作面。该项工作须由跟班队干、班组长负责监督。
   1.2  严格执行敲帮问顶制度,找净顶帮的活煤活矸,并设专人监护,发现问题及时处理。找顶工作必须遵守下列规定:
   1.2.1  找顶工作应由两名以上有经验的老工人担任,一人找顶、一人观察顶板。找顶人员要站在安全地点,观顶人员要站在找顶人员的斜后方,不得影响找顶人员的退路。找顶前要确保退路畅通。
   1.2.2  找顶要从支护完整处由外往里先顶后帮依次进行,找顶范围内严禁人员进入。
   1.2.3  找顶工作人员应戴手套,用长柄工具。注意防止矸石或落煤顺杆而下伤人。
   1.2.4  顶帮遇有煤矸或较大面积离层时,应首先设置临时支护,保证安全后再由外往里慢慢找下,不得强刨硬挖。
   1.3  严禁空顶作业,严格控制控顶距。及时进行临时支护,尽量缩短顶板暴露时间和减小暴露面积。当工作面出现局部宽帮高顶、或构造等异常情况时,最大控顶距不超过0.8m,确保安全作业。不定期对巷道进行检查,发现不合格支护要及时修复。
   1.4  施工中必须使用临时支护,符合规程规定且必须及时有效、牢固可靠。严禁空顶作业。
   1.5  顶压较大、节理发育、顶帮破碎或出现高顶时,必须缩小循环进度,短掘短支,在顶板下铺网,冒顶空顶部分用坑木绞实,破碎段根据实际情况进行加固。
   1.6  支护材料规格必须符合设计要求。
   1.7  巷道出现工字钢棚变形蹬腿,要及时在其附近补架工字钢棚或在工字钢梁下放打设长度适宜的木点柱。
   1.8  处理坠包必须坚持敲帮问顶制度,将坠包放空后,重新背顶刹实。
   1.9  掘进过程中,要经常检查巷道支护情况,发现压力加大时,要及时加强支护。
   1.10  严格控制巷道成形,架棚巷道帮顶必须背紧背牢、棚梁腿唇口严密、扭距、岔角等符合作业规程要求。
   1.11  锚杆的安设要符合要求,四周的孔边要刨平,托板紧贴顶板,吃力均衡,作到锚杆根根吃劲。金属网要紧贴煤壁铺设。巷道掘进过程中出现局部高顶,永久支护必须跟迎头架设。
   1.12  随时观察迎头顶板以及煤体的稳定情况,一旦发现顶板有响声,迎头煤体坍塌时,应及时撤人。在掘进过程中遇到断层、破碎带等情况时,要适当缩小循环进度、锚杆排距和工字钢棚棚距,确保支护安全有效。
   1.13  发现有支护失效,锚杆支护失效及顶板下沉或两帮移近量加大,变形严重的情形时,要及时对支护进行加固,修复或更换。
   1.14  巷道施工前必须加固好开口范围及其附近的巷道支护。
   1.15  巷道施工过程中,地质条件发生变化,必须及时通知生产、地质部门,以便根据围岩状况合理调整支护参数。
   2  顶板管理安全技术措施
   2.1  掘进工作面严禁空顶作业。靠工作面10m范围内的支护必须检查,确认无问题时方可进入工作面。该项工作必须由跟班队干、班组长负责监督。
   2.2  严格执行敲帮问顶制度,找净顶帮及煤墙活煤活矸,并设专人观察,发现问题及时处理。
   2.3 随时观察迎头顶板以及煤体的稳定情况,一旦发现顶板有响声,迎头煤体片塌时,应及时撤人。
   2.4 在掘进过程中遇到断层、破碎带等情况时,要缩小循环进度到0.6m,确保支护安全有效。
   2.5 发现有工字钢棚变形、锚杆支护失效、顶板下沉量及两帮移近量大、巷道变形严重时,要及时对支护进行加固、修复或更换。
   2.6 在巷道掘进过程中必须加强顶板岩性的观察,若发现直接顶变厚、变软等现象要及时向队部及调度室、地测部、生产部汇报,并采取措施后方可向前掘进。
   3  临时支护
   3.1 作业技术要求
   进行临时支护前必须进行敲帮问顶,确认无危险后方可作业。临时支护必须及时有效,严禁任何人进入空顶区。
   3.2 先检查工作面10m范围内的支护,并进行加固维护。在完好的永久支护下,严格执行敲帮问顶制度,清除掉活煤活矸。出煤完后及时进行临时支护。临时支护采用2根长度不小于4.5m的金属前探梁均匀布置并垂直于工作面,用两副前探梁卡固定在永久支护上,前探梁卡固定必须牢固可靠;每班由班组长负责检查前探梁和前探梁卡的完好情况。
   3.3 在工作面出完煤后,由班组长、跟班队干、瓦检员共同全面检查,确认安全后,作业人员站在永久支护下,用长柄工具将顶帮、煤墙活煤(矸)找净,进行敲帮问顶,确认无误后迅速将前探梁移至工作面,完成临时支护。
   4  预防冒顶措施
   4.1 由队长、技术员定期或不定期地对巷道支护情况进行检查,跟班队干、班组长每班进行检查,发现有顶板下沉量增加、两帮移近量加大及工字钢棚支护失效等情况时必须及时加固、修复,处理不完的必须汇报队值班,并与下一班现场交接清楚。
   4.2 严格控制空顶范围,及时移动前探梁,配合使用前探上背板和戴帽点柱加强顶板管理,加快支护速度,减少空顶悬露时间。
   4.3 开口处压力较大,应加强对其周围支护的检查,对不合格的必须先加固、修复后方可开工作业。
   5  掘进开口安全技术措施
   5.1 3201运输巷于Y13测点(二采区1#运输下山)向下28.2米处,与二采区1#运输下山成79°夹角开口。以3°上山掘进找2#煤层。
   5.2 地测部要提前给定巷道开口中、腰线及二采区1#轨道下山立交段中点线,施工队组严格按中腰线施工。
   5.3 开口前,队组要先检查开口处周围10米范围内的支护情况,并对开口处前后5米范围进行套棚。
   5.4 开口后5米范围打设锚杆(布置方式见第四章第三节),工字钢棚采用12#含锰工字钢加工而成,与原巷道工字钢棚长度相同。
   5.5 开口前,队组提前对二采区1#轨道下山与3201运输立交段及前后10米范围进行套棚;规格形式执行本规程第四章第三节中的规定。
   5.6 开口前,提前将开口处二采区1#运输下山巷帮吊挂的电缆落地,采用废旧皮带或木板将其覆盖保护。
   5.7 开口前,提前对开口处二采区运输下山皮带进行有效保护。
   5.8 开口时,人工将开口处的巷帮木背板、木撑杆拆除,并码放整齐至适宜地点。
   5.9 开口时,临时支护不合理时,采用不少于2根、直径不小于160mm的带帽木点柱的方式进行临时管理顶板。
   5.10 开口采用“打小眼,放小炮”或风镐刺挖的方式进行掘进。
   5.11 施工人员站在安全地点,用长柄工具挑去顶帮活煤,活矸进行敲帮问顶,若有离层现象,则刨去活煤活矸至实顶,确保施工安全,在施工过程中安设专人监帮护顶。
   6  架棚安全技术措施
   6.1进入工作面接班地点,要详细询问上班工作情况,检查临时支护、巷道断面尺寸、支护质量、中腰线、柱窝、背帮背顶、岔角、迎山角等情况。
   6.2接班时永久支护必须架到窝棚。
   6.3接受任务后,必须备齐支护材料和施工工具,作业前必须执行敲帮问顶制度。
   6.4移动前探梁时,应设专人监护顶帮。
   6.5凿柱窝前,对帮、顶活煤矸先处理好再工作,凿柱窝时要照前顾后,防止伤人,柱窝必须清至硬底,如果柱窝过深,必须穿鞋,如果底不平,必须处理修整。
   6.6铺设金属网时,网要放平放直,搭接要符合要求,高顶处用刹杆背紧。
   6.7架棚时,五人合作,一人监护顶板情况,发现问题及时处理,两人分别扶柱两边棚腿,两人同时抬起棚梁,窜入临时支护上方,找准棚梁合口位置,将棚梁两端分别放入梁腿接口槽钢中,将棚梁中线与巷道中线重合,合格后将两棚腿和梁头背紧背牢。
   6.8在架棚期间,严禁无关人员入内,严禁空顶作业。
   6.9支架符合要求后,用刹杆木楔将顶帮较紧。
   6.10永久支护要在临时支护下进行,自查本班工程质量,向接班人汇报,协助接班人现场检查。
   7  过二采区1#轨道下山、二采区1#专用回风下山安全技术措施:
   7.1  在掘进通过二采区1#轨道下山、二采区1#专用回风下山及前后5m时,采用“打小眼,放小炮”的办法掘进通过下部空巷。
   7.2  3201运输巷开口前,由地测部提前给定二采区1#轨道下山与3201运输巷立交段中点,我队提前对此立交段及立交段前后10m范围进行套棚加固。支护方式执行本规程第四章第三节中的有关规定。
   7.3  通过下部空行放炮时,要派专人在能通至下部空巷立交处前后100m的地点设专人警戒。放炮后,由跟班队干或班长对下部空巷立交段顶板进行详细检查。发现问题及时处理,并汇报调度室及队值班室,由生产调度通知生产部及通风部。确认安全无问题后方可进行下作业。
   7.4  下部空巷顶板压力大时,可在工字钢梁下方打设一排或多排直径不小于160mm的木点柱管理顶板。
   8  锚杆支护安全措施:
   8.1  必须每10天进行井下锚杆锚固力的拉拔试验,拉拔试验时锚固力不得低于杆体的屈服载荷(150KN),每次数量不少于三根,如果锚杆实际锚固力与设计值相差较大,必须对锚固参数进行调整和修改。
   8.2  为了保证施工质量,必须对锚杆锚固力进行抽检(10%的比例),抽检指针为锚杆锚固力不得低于150KN,发现不合格锚杆,应在其周围补打锚杆。
   8.3  掘进造成宽帮高顶时,应及时处理,采用补打单体锚杆的方法进行补强。
   8.4  巷道地质条件发生变化时,应根据变化程度,调整支护参数和采取应急措施及时处理,如采用工字钢棚加树脂锚杆加固或缩小棚距、排距等。
第三节    炮掘作业安全技术措施
   一、炮掘作业安全技术措施:
   1、 所有爆破人员,包括爆破,加工起爆药卷,装药人员必须熟悉爆破材料性能和《煤矿安全规程》中有关条文规定,并严格遵照执行。
   2、必须采用正向起爆,严禁采用反向起爆。
   3、炮眼封泥应使用水炮泥,水炮泥剩余部分的炮眼,应用粘土炮泥封实,封满。对无封泥、封泥不足或不实的炮眼都严禁爆破,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料做炮眼封泥。
   4、爆破过程中,必须严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制,在工作面留有未起爆的装药炮眼或瞎炮情况,必须由当班爆破工亲自处理,严禁未处理下班。
   5、爆破母线和连接线,必须符合《煤矿安全规程》中第334条的有关规定要求,爆破母线长度不少于100米,并在距作业地点100米以外的所有通道的安全地点设好警戒,拐弯巷距作业地点75米以外的所有通道的安全地点设好警戒,以防止他人误入爆破区。
   6、工作面爆破必须使用矿用本质安全型起爆器,严禁用其它电源爆破。
   7、爆破后,炮烟被吹散且等待15分钟后,爆破工和班组长及瓦检员必须巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况,如果有危险情况,必须立即处理。
   8、通电以后,装药炮眼拒爆时,爆破工必须先取下把手或钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路等15分钟后方可沿线路检查,找出拒爆的原因。
   9、爆破前先将机尾柱取掉。爆破后开溜时,人员要站在远离机尾最少20米以外的安全地点,待机尾处煤拉出后,停溜挖出机尾耳,打好机尾柱后方可开溜出煤。
   10、掘进采用全断面一次起爆,特殊情况下需刷帮、挑顶时,严格执行《煤矿安全规程》第329条规定,因瓦斯涌出量大,实行全断面一次起爆会造成瓦斯超限时,必须采用分次打眼,分次装药,分次爆破,分次运煤的方法,每次爆破都必须执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。
   11、爆破母线必须随用随挂。
   12、爆破前,切断巷道内一切非本质安全型电器设备电源。爆破后,经检查瓦斯浓度不超限时方可恢复供电。
   13、预防瓦斯超限措施:
   13.1工作面自动放炮喷雾能够正常使用。
   13.2放炮前后放炮地点20米范围要洒水灭尘。
   13.3施工时应采取有效措施预防巷道宽帮或高顶,如出现上述情况必须登记在案,并在该处设置瓦斯检查点,挂设导风帘。
   14、火工品必须由爆破工运送,严禁中途逗留,乘座人车时要遵守有关规定。
   15、火工品严禁乱扔乱放,爆炸材料必须装在专用箱内,雷管、火药分别装箱加锁,两箱相距20米以上,爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机电设备的地点,每次爆破时,必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
   16、从成束的电雷管中取出单个雷管时,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。
   17、装配起爆药卷必须在顶板完好,支架完整,并避开电器设备和导电体的爆破工作地点附近进行。
   18、电雷管必须从药卷的顶部装入,并且全部抽入药卷内。
   19、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。
   20、必须采用正向起爆装药,装药顺序:药卷→起爆药卷→水炮泥→粘土。
   21、装药前,首先清除炮眼内的煤粉,再用木质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实,炮眼内的各药卷彼此密接,药装好后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线,爆破母线同运输设备、电气设备等导电体相接触。
   22、对下列情况之一者,都不准装药爆破:
   a、工作面的控顶距离不符合作业规程要求,或支架有损坏,或者伞檐超过规定。
   b、爆破地点20米以内风流中瓦斯浓度达到1%。
   c、在爆破地点20米以内未清除的煤矸或其它物体阻塞巷道断面1/3以上。
   d、炮眼内发现异状,温度骤高骤低,有显著瓦斯涌出,煤岩松散等情况。
   e、掘进工作面风量不足。
   有上述情况之一者,必须报告班组长、跟班队干及时处理,在没有作出妥善处理前,爆破工有权拒绝装药、爆破。
   23、严禁打眼、装药平行作业。
   24、爆破前,爆破母线必须扭结成短路。爆破母线同电缆、信号线应分别挂在巷道两侧,如果必须挂在同一侧,爆破母线挂在电缆下方,并应保持0.3m以上距离。瓦斯探头、锚杆钻机、风筒、电缆等都必须加以可靠的保护或移出工作面。班组长必须亲自派人警戒,警戒人员必须在安全地点进行警戒。班组长清点人数,确认无误后,方可下达爆破命令。
   25、爆破时,放炮器钥匙由爆破工随身携带,不得转让他人,爆破工必须在有掩体的安全地点进行爆破,爆破工接到爆破命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5秒,方可起爆。装药的炮眼必须当班爆破完毕,在特殊情况下,如果当班留下尚未爆破的炮眼,当班爆破工必须和下一班爆破工在现场交接清楚。
   26、爆破后,爆破工必须将钥匙拔出,并将母线扭接成短路。只有在工作面的炮烟被吹散、警戒人员由布置警戒的班组长亲自撤回,瓦检员检查瓦斯浓度合格后,人员方可进入工作面,把瓦斯探头放到规定位置后方可作业。
   27、处理瞎炮安全技术措施
   27.1 由于联线不良造成的拒爆,可以重新联线起爆。
   27.2 处理拒爆时,必须在距拒爆炮眼至少0.3m处另打同拒爆炮眼平行的炮眼,重新装药、起爆。
   27.3 严禁用镐刨的方法从原炮眼中取出原先放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。无论有无残余炸药,严禁对炮眼残底继续加深,严禁用打眼的方法往外掏药。
   27.4 处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破员要详细检查炸落的煤和矸,收集未爆的电雷管。
   27.5 在拒爆未处理完毕以前,严禁在该地点进行同处理拒爆无关的工作。
   27.6 处理拒爆时,必须在班组长直接指挥下进行,由爆破工亲自处理,并在当班处理完毕后方可进行下一循环作业或交接班。
   二、炮掘出煤安全措施
   1、炮掘出煤前严格敲帮问顶,必须对工作面支护进行认真检查确保支护牢固可靠并按要求架设临时支护,严禁空顶作业。
   2、煤溜出煤应将机头柱打牢、机尾柱打牢,机头、机尾压柱为直径在160mm以上的优质圆木,两柱应打直吃劲,且打到顶板上用木楔背牢,严禁打到棚梁上,并用双股8#铅丝与顶梁捆绑牢固。
   3、煤溜机尾柱打设方法:所有人员全部撤至距机尾20m外,点开煤溜,将机尾浮煤拉空(若煤溜长度小于20m,人员全部撤出距机头20米外后,由煤溜司机在巷口侧5米外的安全地点,点开煤溜,将机尾浮煤拉空),然后闭锁煤溜并设专人看护煤溜按扭,防止误开,然后人员进入工作面,把机尾压柱打设在机尾耳上,机尾柱打设合格后,必须及时用铁丝拴于顶梁(顶梯子梁)上,以防止柱倒伤人。
   4、使用攉煤锹出煤时,必须检查扎棍,铁锹与钢丝绳之间联接是否牢固,有问题先处理后作业。扎棍直径不小于16mm,钢丝绳采用5`绳中抽出两股,长度不少于5m,钢丝绳不得有扭麻花、打死结和断丝现象。
   5、出煤前必须先把行人道路清理干净,派专人看护煤溜信号按钮,并坚持由外向里原则出煤。
   6、出煤期间,作业人员要相互配合,协调一致,持扎棍者必须时刻注意钢丝绳动作情况,一旦发现钢丝绳突然松驰或受力过大,必须及时从煤溜中取出铁棍,以防发生意外。
   7、使用铁锹者,持铁锹手把铁锹拖至煤堆后站在铁锹后面或侧面,面对煤溜运行方向,把铁锹插入煤堆中。
   8、持扎棍者应在煤溜另一侧,到煤溜边缘的距离不得小于200mm,把扎棍扎在煤溜内刮板前边。
   9、扎棍随煤溜的运行,拖动攉煤锹把煤攉入煤溜内拉出。
   10、当攉煤锹到达煤溜边缘时,监护人员发出“停”信号,持扎棍者边速从煤溜中取出扎棍。依照上述方法进行下一次出煤,直至将堆煤全部清出。
   11、出煤时,根据实际情况应经常向煤堆洒水降尘。
   三、放炮后预防瓦斯安全技术措施
   1、放炮前必须闭锁工作面一切非本质安全型电器设备开关,切断工作面非本安型设备的电源。放炮15分钟且炮烟被吹散后经瓦检员检查工作面和回风流中瓦斯浓度不超限时方可按规定开启电器设备。
   2、放炮前班长必须安排专人检查风筒距工作面距离,放炮时和放炮后风筒出风口距工作面距离不得超过本规程规定距离。
   3、工作面高顶时,除加强顶板管理外,放炮前要尽量将风筒出风口向上方吊挂,以便风流能吹散高顶处瓦斯。
   4、放炮后若工作面瓦斯超限要及时向队部和调度汇报,以便及时采取措施进行处理。
第四节    机电检修、机电设备安全防护安全技术措施
   1  机电设备使用管理安全技术措施
   1.1  司机必须经过专门培训,考试合格并取得操作合格证后,方准持证上岗。
   1.2  司机必须在工作现场交接班,交接清设备运转状况、存在问题及应注意事项,并应做好交接班记录。
   1.3  司机应熟悉所用设备的结构、性能、工作原理和完好标准。
   1.4  司机工作时必须精神集中,不准擅离岗位,不得委托无证人员开机,胶带输送机司机、刮板输送机司机应负责清理机头附近巷道内的浮煤杂物并开启喷雾装置灭尘。
   1.5  当设备及其附近20m范围以内风流中瓦斯浓度达到1.2%时,必须停止运转,切断电源,进行处理。瓦斯浓度必须降到0.8%以下时,方准复电开机。
   1.6  司机应携带常用工具和小型备件,发现设备有问题,要积极配合维护工进行处理;不能处理时,要立即向班长汇报。
   1.7  司机接班后,必须对设备详细检查。起动设备前,司机应发出警报信号或喊话,警告人员离开机器的转动部位。 
   1.8  严禁任何人员扒皮带、蹬煤溜。
   2  机电设备检修维护管理安全技术措施
   2.1 检修维护工必须经过专门培训,考试合格,并持证上岗。
   2.2 检修维护工必须精通业务,熟练掌握该工种的岗标,做到“三知”、“四会”。
   “三知”:知设备的结构、性能和工作原理。
   “四会”:会操作、会保养、会维护、会排除一般性故障。
   2.3  若机械设备出现故障,需更换设备时,必须先切断电源。需要起吊时,倒链必须选挂在支护牢固的棚梁上。起吊用的绳套和倒链必须完好,绳套不得有断丝断股现象。使用倒链起吊或拖拉设备的作业场所,作业人员所站位置必须安全。钩头、设备下方、设备易倾斜的一侧、倒链旁边、支车地点下方等处不准有人。起吊设备时必须由机电队长或有丰富经验的老工人现场把关,并设专人监视帮顶情况。搬运设备时,人员要配备合适,摆放要平稳,搬运过程中,要互相照看,协调一致,以防摔倒、碰坏设备和碰伤人员。
   2.4  更换设备不易就位时,可以用倒链拖拉,严禁用移动的机器(刮板输送机等)强拉复位。
   2.5 高压电器设备的检修维护,必须由经过专门培训,有合格证的电钳工进行维护。任何人不得随意操作电气设备。
   2.6  运转过程中的电气设备,任何一种保护失灵都必须立即停电维修,保护失灵时,电气设备不得投入使用。
   2.7  当设备维修需要停电时,由专人负责,挂设“有人工作、不准送电”的标志,并坚持“谁停电、谁送电”的原则。需要变电所停送电时,要办理停电手续。
   2.8 大型设备检修更换,必须严格按措施规定执行。
   2.9 对所有设备必须按“日检”、“旬检”内容进行保养维护,确保设备在完好状态下安全运转。
   2.10 主要机电设备的检修要专人负责,并有跟班队干现场把关。
   2.11 对机电设备的检查,要严格执行现场交接班制度,有问题必须当场处理,问题交待不清不准离开工作现场。
   2.12 皮带输送机机头、大架应加设防护网,防止人、物伸入运转部位。
   2.13 看转载皮带人员应随时注意转载皮带的运行情况,防止掉道伤人。
   3  机电设备防护安全技术措施
   3.1  供电系统必须做到“三无”“四有”“三全”“两齐”“三坚持”。
   “三无”:无鸡爪子,无羊尾巴,无明接头;
   “四有”:有过电流和漏电保护装置,有螺钉和弹簧垫,有密封圈和挡板,有接地装置;
   “三全”:防护装置全,绝缘用具全,图纸资料全;
   “两齐”:电缆悬挂整齐,设备硐室清洁整齐;
   “三坚持”:坚持使用检漏继电器,坚持使用照明和信号综合保护,坚持使用瓦斯电和风电闭锁。
   3.2 对电缆的要求:
   3.2.1 移动变电站必须采用监视型屏蔽橡胶套电缆,工作面的660V设备必须用分相屏蔽不延燃橡胶套电缆,照明、通讯、信号、控制用的电缆应采用不延燃橡胶套电缆。
   3.2.2 电缆要用电缆皮或电缆钩悬挂,整齐一致,悬挂点间距不大于两排距离。
   3.2.3 电缆与水管应分挂在巷道两侧,电缆不得遭受淋水侵蚀。
   3.2.4 电缆同电气设备的连接,必须用同电气设备性能相符的接线盒,电缆芯线必须使用齿形压线板(卡爪)或线鼻子同电气设备进行连接。
   3.3  检修电气设备须有专人看护帮顶情况,必须执行停送电制度和操作规程。电气设备要保持良好的隔爆性能,严禁出现失爆,严禁带电搬迁电气设备,严禁带电检修。
   3.4 皮带输送机必须配备齐全皮带保护,各保护安装位置要合理且使用正常、有效。
   3.5 皮带输送机机头后30m 范围内,皮带机尾前20m范围内,皮带较长时在皮带中间,必须设置行人过桥,行人需跨越皮带时,必须走行人过桥。
   3.6 严禁乘坐皮带。
   3.7 严禁用灯泡或躺坐在电器设备上取暖。
   3.8 一切容易碰到的、裸露的电气设备及其带动的机器外露的转动和传动部分,都必须加设防护装置或遮拦,防止碰触伤人。
   3.9  设备启停、运行必须按规定信号操作。
   3.10 严禁各类司机坐在机头正头或坐在电机、减速机和开关上操作、检修和休息。
   3.11  井下电话线严禁出现鸡爪子、明接头和破口,电话机严禁失爆。
   3.12  皮带延伸过程中,工作人员要密切注视涨紧绞车运转情况,涨紧钢丝绳的松紧程度,并且看好信号,出现异常情况立即打停铃停机。
   4  煤溜拆紧大链操作技术要求
   4.1 首先检查压机头、机尾柱是否牢固,否则必须先处理。
   4.2 拆、紧煤溜大链前,必须先检查减速机和机架、电机和连接筒、连接筒和减速机的连接情况,各部件必须紧固。
   4.3 拆、紧煤溜大链前,检查拆煤溜刮板的弯曲度及完好情况,不完好时将马蹄环口螺丝拆除,更换完好的刮板。
   4.4 拆、紧煤溜大链前,将煤溜上的煤矸开空,将煤溜开关必须闭锁。
   4.5 选定拆大链口处,将拆除点处的马蹄环处螺丝及刮板拆除。
   4.6 两人配合将5T导链分别与拆除点前后刮板连接好(链条连接时打结不少于3扣),在导链上方横置一块道木以防断链伤人,张紧导链达到拆除点处马蹄环可以脱扣时停止张紧,将马蹄环脱口(合口),进行拆、接链工作。
   4.7 拆紧大链期间,由两人站在溜槽两侧巡视大链的受力情况,发现异常情况时,及时通知作业人员松开导链,排除隐患后方可继续作业。
第五节    运输安全技术措施
   1、严格执行“行车不行人,行人不行车不作业”的规定。
   2、我队人工人工从卸料点(二采区轨道下山)搬运材料严禁与运输队小绞车运输平行作业。
   3、本队人员严禁动用绞车运输作业。运输队负责将我队所用材料、设备等运输至指定卸料地点。
   4、人工抬运设备、材料安全技术措施
   4.1、人工扛运,必须对沿途经过的路线进行全面检查,发现问题及时处理,确保经过路线畅通。
   4.2、普通设备及小型电器设备(五小电器、开关架等)采用单人扛运物件,所扛运物件重量不超过60Kg。
   4.3、人工抬运设备时执行下述规定:
   4.3.1 上肩时,一人先上,另一人后上;下肩时,一人先把一头放下,另一人将另一头从肩上扔下,或者两人同时从肩上扔下。
   4.3.2 从肩上扔物件前,要确保放置范围内没有人员停留或作业,并确保扔下物件弹起不能伤害本人及他人。
   4.3.3 抬运过程中,两人要同肩,步调一致。
   4.3.4 抬运过程中,两人双手要离开物件两头至少200mm。
   4.3.5 堆放材料高度不得大于1.5m,宽度不得大于0.6m。
   4.4、运送较大设备(刮板输送机电机、减速机、机头,皮带机尾滚、机尾架、皮带硬架、开关等)时,设备离地面高度不得大于500㎜。
   (1)多人抬运设备,现场由专人统一指挥,抬运人员要做好自保和互保。
   (2)抬运设备时,作业人员要相互配合,抬运工具必须牢固结实,所用抬杆为3m长连接管或不小于1200mm×150mm×50mm的优质刹杆,并用双股10#铅丝捆绑牢固。
   (3)多人抬运设备要随口号同起同落。
   (4)多人抬运设备,同一根扛上作业人员身高应大致相同,体力应大致相当。
   5   底皮带运输安全技术措施
   5.1  要求:要求作业人员持证上岗,严格按岗标作业。
   5.2  上料点设施及要求
   5.2.1  必须安装安全可靠的装料台,附近10m范围内安装信号。皮带司机、信号工要按规定发送信号。司机要集中精力严格按信号操作及时开停皮带,并且都要坚守岗位发现异常立即停机。
   5.2.2  装料前检查信号是否灵敏可靠,装料台是否完好,对皮带进行全面检查,有无跑偏、打滑、少底辊,皮带卡有无断裂,皮带架是否平直等情况,只有在全面检查合格后才允许装料。应轻抬将物料放在皮带中央,然后用力前推,使物料与皮带匀速接触,利用摩擦力作用运往工作面,重物料间距在20m以上,小型物料间距保持在5m以上。
   5.2.3  装料总长度不超过30m,装料时,将锚杆、工字钢、皮带杆等材料运至底皮带附近,再慢慢推向底皮带中间,锚杆5根一捆,物料要装正装平,每捆(件)间距为1m,工字钢每1根一组,每组间距10m。对易滚动物料,应用木茬或木背板支好。
   5.2.4  若巷道高低不平,底皮带运料不正常时,可采用集中装料。装料时,两人协调好,动作一致,将物料轻放在装料台上,再慢慢推向底皮带中间,物料不装正装平,物料间距为20m一根,一些小型材料应保持5m间距。
   5.3  卸料点设施及卸料时安全措施
   5.3.1  必须安装安全可靠的卸料台,附近10m范围内安装信号。卸料前检查信号是否灵敏可靠,卸料台是否完好。
   5.3.2  皮带沿线每50m安设急停保护。若巷道高低不平,底皮带运料不正常时,采用集中卸料的方法进行卸料。
   5.3.3  当采用集中运料时,材料运到离机尾约20m远要及时打停铃停下皮带,然后人员将材料迅速卸下,堆放整齐。巷道皮带中间掉下的材料,只有在皮带停下,并经皮带司机同意的情况下方可再次装料。
   5.4  皮带运输材料的管理措施
   5.4.1  运料期间必须设专人看护信号,坚守岗位,发现异常立即打铃停机。上、卸料工及皮带司机在确保各装置灵敏可靠的前提下,约定好上料信号以及材料运输完毕信号,上料在得到司机和机尾卸料工的许可后方可上料。大型材料在向底皮带装料时先装前部,卸料时先卸后部。
   5.4.2  严禁通过底皮带运送电缆,超高、超宽、超长、超重的物件。
   5.4.3  运送过程中,上料工和卸料工要密切注意上料及来料情况,发现异常情况立即打停机信号,皮带司机要精力集中注意接听信号,有特殊情况要立即停机处理。上、卸料工必须站在上料和卸料台一侧安全地点并且有两人协助作业,一人上料、卸料,一人监护物料运送及信号。
   5.4.4  运料期间,行人要紧靠皮带相对的一帮行走。由于其它原因造成皮带停止运转时,卸料工不得离开卸料台附近,直到皮带再次运转卸料完毕后方可离开。
第六节    矿井其它自然灾害预防措施
   1  防治水安全技术措施
   1.1 巷道开口前,探放水队要编制超前钻探设计和超前钻探作业规程,施工过程中遇有探放水工程,要及时编制专门的探放水设计。
   1.2 加强现场作业人员防治水及突水征兆培训,保证现场作业人员熟知突水征兆,熟悉水灾避灾路线,如发生突水,现场人员要及时按避灾路线撤离。
   1.3 我队在掘进过程中,根据巷道坡度情况,在巷道最低洼处布置临时排水点。经工作面排水泵排至二采区水仓内。
   2  突水征兆观测措施
   2.1 施工中一旦发现透水征兆(挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板膨起或产生裂隙、出现渗水、水色发浑、有臭味等)时,必须停止作业,采取措施并报告矿调度室。撤出人员,等探明情况,确认无问题后,方可继续掘进。
   2.2 掘进中探放水队要根据我队掘进情况及时进行地质构造及老空区的超前探测,我队严格执行先探后掘,保证超前钻探超前距离不小于30米。
   2.3 掘进过程中跟班队干要不定时进行工作面防水检查,保证一班三次汇报队部调度室,调度室要把汇报情况进行详细记录。若发现水文地质异常,要及时报告矿调度室、地测部,相关部门进行探放水,待探明水情,确认无问题后,方可继续掘进。
   2.4 严格执行《重大水患停产撤人制度》。
   3  防止瓦斯超限安全技术措施
   3.1  工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%,必须停止工作,切断电源,撤出人员,采取措施,进行处理。
   3.2  工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时必须停止打眼。工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理;电动机及其开关地点附近20m 以内风流中瓦斯浓度达到1.2%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。
   3.3  工作面内体积大于0.5 m3的空间,局部积聚瓦斯浓度达到1.8%时,附近20m范围内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。工作面风流或回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。
   3.4  因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备,都必须在瓦斯浓度降到0.8%以下方可送电,开动机器。
   3.5  严禁无计划停风,因检修、停电等原因停风时,要办理好停电、停风手续,并撤出人员,切断电源。恢复通风前,必须由瓦检员检查瓦斯。在证实停风区中瓦斯浓度不超过0.8%或二氧化碳浓度不超过1.5%,局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可在瓦检员的监护下,人工开启局部通风机,恢复供风。一旦发生无计划停风,跟班队干必须撤出人员,撤退至1#运输下山,在巷道口设好警戒,在恢复通风前,严禁人员进入。
   3.6  当工作面出煤时,尽量把工作面浮煤清完,以防煤中瓦斯过多地释放在巷道中。坚持“以风定产”原则,瓦斯涌出量大时,要减少循环步距,确保瓦斯浓度在规定范围内。
   3.7  瓦斯超限的情况下,工作面内部电话线必须在新鲜风流处断开,外部电话要置于新鲜风流中。在巷道中严禁敲打金属器具。
   3.8  在用铁器等作业有可能产生火花时,必须先检查瓦斯浓度,符合规定后方可作业。如果必须使用铁器时,要垫上木板。
   4  无计划停风安全技术措施
   4.1 局部通风机出现无计划停电停风后局扇管理工要立即向矿调度汇报处理,跟班队干带领人员撤退至二采区1#运输下山,由跟班队干安排专人进行警戒,防止人员进入停风区,当不能及时送风时,必须设置栅栏和警戒牌。
   4.2 恢复通风前,必须由瓦检员检查瓦斯。在证实停风区中瓦斯浓度不超过0.8%且二氧化碳浓度不超过1.5%,局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可在瓦检员的监护下,人工开启局部通风机,恢复供风。
   4.3 在停风区中,停风时间不超过8h ,瓦斯浓度达1.0~3.0%(含)时,按预先制定的排放瓦斯安全措施,由通风部门负责人现场指挥(由瓦检员和现场作业人员协助),在安全员的监督下,控制风流排放瓦斯。排放瓦斯结束后,停风区瓦斯和二氧化碳浓度不超过1.0%,经调度员同意后,由现场的瓦检员、流动电钳工负责直接启动局部通风机恢复通风,安全员监督执行。当停风时间超过8小时或者停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3.0%时,调度员立即通知总经理、总工程师、生产副总、安全副总、机电副总、通风助理、值班矿领导、机电部长、安全部长及生产部长等人,在生产调度室成立排放瓦斯临时指挥部,由矿总工程师按排放瓦斯安全措施现场组织进行瓦斯排放。
   5  排放瓦斯安全技术措施
   5.1 排放瓦斯前,首先必须切断回风系统所有排放路线内非本安型电器设备电源,撤出人员,在所有能够通往排放路线的巷道口设好警戒,防止人员进入。
   5.2 排放瓦斯前,应先检查局部通风机及其开关地点附近10m以内风流的中瓦斯浓度,只有瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开动局部通风机利用风筒接口对合间隙的大小来控制向独头巷道送入的风量,逐步排放积聚的瓦斯,使排出的风流在全风压风流混合处的CH4和CO2浓度都不超过1.5%
   5.3 排放瓦斯时,必须严格落实控制风量措施,严禁“一风吹”和高浓度瓦斯排放。控制送入独头巷道中风量,可将风筒接头拆开,改变接头对合间隙进行调节送入的风量。
   5.4 排放瓦斯时,瓦检员在全风压混合处负责检查瓦斯和二氧化碳浓度,悬挂便携式瓦检仪,当瓦斯和二氧化碳浓度超过1.5%时,应指令调节风量人员减少风量,确保混合处瓦斯不超限。
   5.5 排放瓦斯时,严禁局部通风机发生循环风。
   5.6 排放完瓦斯后,经检查证实,整个独头巷道内回风流中的瓦斯浓度不超过0.8%,CO2浓度不超过1.5%,且稳定30min后,瓦斯浓度没有变化,方可恢复局部通风机的正常供风。恢复正常通风后,流动电钳工对巷道内电气设备进行检查,合格后,方可人工复电。
 5.7 所有参加排放人员,必须服从指挥,不得做敲击铁器等有可能产生火花的动作。6  防止CO超限安全技术措施
   6.1  工作面回风流中CO浓度超过24ppm时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。
   6.2  工作面按规定悬挂一氧化碳报警探头,跟班队长、安全员佩戴一氧化碳报警检测仪进行工作面的一氧化碳检测。
   6.3  加强工作面的通风管理,严禁无计划停风,确保风筒距掌子头距离不大于5米。因检修、停电等原因停风恢复通风后,必须由瓦检员检查CO。在证实回风流中CO不超24ppm,方可在瓦检员的监护下进入工作面进行施工作业。
   6.4  放炮作业时严格按爆破图表规定装药量进行装药爆破,严禁放大炮超循环作业,防止CO超规定。爆破后必须等炮烟散尽,在瓦检员检查CO不超24ppm后,方可在瓦检员的监护下进入工作面进行施工作业。
   6.5施工超前钻探时发现前方为空巷或采空区时,由瓦检员严格按规定检测钻孔内的CO含量,如CO超限必须停止钻探,撤出人员,采取措施,进行处理。
第七节    巷道特殊作业施工安全技术措施
   1、过断层、陷落柱、老空等地质异常安全技术措施
   1.1  对超前钻探过程中探测到的断层、陷落柱、老空等地质异常要及时编制有计划揭露异常区措施。
   1.2  掘进过程中揭露陷落柱、断层、老空时,要及时编制过地质体的安全技术措施,生产部要根据地测部提供的地质异常体情况及时确定巷道掘进坡度,由地测部现场标定施工腰线,施工队组严格按照给定的中、腰线施工。
   1.3  加强顶板管理,根据顶板情况变化及时改变支护形式。
   1.4  采用“打小眼、放小炮”的掘进方法,顶板破碎时要按一个循环一支护。
   1.5  掘进过程中严格执行“敲帮问顶”制度,及时打掉活煤活矸。
   1.6  在掘进过程中遇到地质构造或遇煤层松软冒落严重,采用正常施工方案难以通过时,队组要及时向上级有关部门反映,组织现场分析,制定施工方案,并制定专项措施。
   2、冒顶的处理措施
   2.1 局部冒顶的处理措施
   2.1.1 先加固好冒落区前后的完好支护,顶帮背紧背实。
   2.1.2 人员站在完好支架下,执行敲帮问顶制度,用长柄工具将冒落区活煤、活矸找掉。利用临时支护抓紧时间架好支架,排好护顶木垛,一直到将冒落最高点将顶托住,背实背紧帮顶,在此期间,要设专人监护帮顶,发现问题,及时处理。
   2.1.3 高顶区域,处理前由瓦检员检查高顶区域瓦斯浓度,加强通风,防止瓦斯积聚。
   2.2 冒顶范围较大的处理措施
   2.2.1 冒顶范围较大,影响通风或有人堵在工作面,应先架设比原来巷道断面小得多的临时支架,使巷道能暂时恢复使用,等清理完煤矸,救出人再架设永久支架。
   2.2.2 采用撞楔法把冒落煤矸石控制住,等顶板不再冒落时,由外向里从巷道两侧清除矸石,且边清除边管理两帮,防止煤矸流入巷道,清理出一架棚,马上架好棚,背好帮顶,如此逐架进行,直至完全处理好。
   2.2.3 如果发现人员被堵后,应立即报告现场领导,并立即向调度室汇报情况,视具体情况积极采取抢救和自救措施。
   2.2.4 顶板冒顶范围大,有继续冒落危险时,被堵人员应设法加固未倒的支护,以保持一定的空间,确认不再冒落时,静卧休息,并敲击支架、水管等向外发出求救信号。
   2.2.5 跟班队干或班组长应在无风筒向内供风的情况下,组织人员拆卸水管与风筒对接,被堵人员听到水管敲击声,也应立即设法拆卸水管,以利用水管进行通风,尽可能满足被堵空间有充分的新鲜空气。
   2.2.6  当冒顶范围大,一时无法疏通,调度接到汇报后,应立即组织救护队下井营救。
   2.2.7  救护队要配合现场有经验的干部、工人一起救护,若通风系统被破坏,救护队应负责抢救人员和恢复通风的工作,以减少有害气体对现场人员的生命安全的威胁。
   2.2.8 抢救人员时,必须探明冒顶范围,采用呼喊或敲击水管、皮带杆等方法确定被堵人员的人数和位置,并与其保持联系,在支护好顶帮的情况下,用快速掘小巷的方法接近被堵人员。
   2.3 处理冒顶时,必须有跟班队干现场把关。
   2.4  处理冒顶时必须站在安全地点,严格执行敲帮问顶制度,确认无危险后方可作业。
   2.5 通防区必须派专人现场测量瓦斯,瓦斯超限时,必须先排放再进行作业。
第八节    其它安全技术措施
   一、设备部件更换安全措施
   1、拆卸部件前,应切断电源、闭锁开关。
   2、起吊设备所用倒链、绳套等必须性能可靠,截荷满足要求,且拴挂牢靠,所用锚链必须用螺丝封口紧固。
   3、起吊设备过程中,要加强监护,注意各受力部位的受力情况,发现异常,立即停止作业,处理后再施工。
   4、起吊设备时,任何人不得在设备可能坠落倾倒侧停留或工作。
   5、各更换后的设备在试转前,要详查各部位固定情况,人员撤离运转部位方可送电开机。
   6、各部位更换后的设备,要保证润滑到位。
   7、电气设备的更换,严格执行停送电制度,并加强监护。
   二、局部通风机拆卸、安装安全措施
   巷道掘进过程中需要调整局部通风机位置时,要严格执行以下安全措施:
   1、风机安装在进风巷道内,距回风口应大于10m,距底板高度应大于0.6m。
   2、吊挂两组风机时,要采用专用起吊锚杆排吊挂在巷道顶板,吊挂方向与巷道走向一致。
   3、吊挂两组风机时,巷道宽度不够,两组风机可上下并排固定吊挂,两局扇牌板要吊挂在局扇后1m巷帮,距底板高度1.6m。
   4、风机拆卸时,要选用合理的起吊用具,吨位大于被起吊物总重的倒链和3道绳卡封口的钢丝绳套或合格的30溜链,链环用螺栓封口,起吊点要经检验打设合格的锚杆上。
   5、风机起吊要严格按《设备起吊安全措施》规定事项执行。
   6、风机拆、接电源要经机电部同意,开据停送电票通知有关部门后方可执行。
   7、风机拆接电源及试用转工作执行第七章每一节——巷道通风管理要求和本章第三节——机电检修、机电设备安全防护技术措施中的相关规定。
   8、局扇停风时要执行有计划停风安全技术措施。
   三、安装煤溜安全措施
   1、将煤溜机头、过渡槽座稳后,打好机头、机尾压柱,确保机头牢固可靠。
   2、对接煤溜:人工将煤溜部件抬至合适位置后,使用倒链将煤溜部件对接起来。
   3、接火:从移变上引出电源,接一台合适的控制开关后,为煤溜电机通电。
   4、试运转:对接完后,给减速器及煤溜各润滑点加(注)油,检查煤溜各处对接无问题后,用控制开关启动煤溜。
   5、正常运行:待煤溜空载运行一段时间后,确认无问题即可投入生产使用。
   6、煤溜的安装要保证平直,防止脱链掉链造成煤溜负荷过大。
   四、回收煤溜安全技术措施
   1、拉净煤溜上的煤,将煤溜开关电源切断闭锁开关,并挂停电牌设专人看护。严格执行谁停电谁送电的原则,流动电钳工把煤溜的负荷电缆拆开。
   2、人工回收煤溜挡煤板并靠帮堆放整齐,然后用导链把煤溜的大链拆开回收。
   3、回收煤溜的机尾压柱,用撬棍把煤溜的机尾移开。
   4、回收煤溜的机头压柱和喷雾架,用倒链配合溜链将煤溜机头大件吊在巷道底板上,然后把煤溜电机、减速器与煤溜机头的各连接螺丝、部件拆开。
   五、安装、回收皮带安全技术措施
   1、作业前班长及验收员必须亲自认真检查所有施工工器具完好,不得使用带病工具。
   2、作业前必须认真检查施工处的支护和通风状况,时刻保持作业地点的退路畅通。
   3、拆、接皮带时,皮带张紧绞车松动或张紧过程中,作业人员应处于皮带护网外侧,同时观察绞车运转过程,遇到紧急情况需停机及时处理。
   4、靠帮放置的容易倾倒的皮带设备部件,必须用双股8#铁丝将其与棚腿捆绑牢固,堆放材料高度不得超过1.5m。
   5、组装拆卸皮带机作业时,皮带开关必须打在闭锁位置,悬挂停电牌,执行专人停送电制度。
   6、拆、接皮带要严格约定停、开、松、紧的信号联系方法。
   7、续接、裁减皮带或铆卡时,开口、接口位置应选择距传动滚筒不少于10m的位置进行。
   8、拆皮带或进行铆卡前,必须将皮带松至合理程度方可进行。
   9、开启皮带或张紧绞车要由专职司机操作,检修时由流动电钳工操作,皮带电气作业要按电器防爆标准规定执行,杜绝失爆。
   10、起吊或运输皮带机设备要严格执行“设备、部件人工运输安全措施”和“设备起吊安全措施”中内容相关规定。
   11、进行穿接皮带、钢丝绳等作业时,人员要协力配合,避免动作不协调发生伤人事故。
   12、进行皮带试运转工作时,跟班队干要现场全面监护,及时调整皮带跑偏,有问题时及时打信号示意停机并处理。
   13、皮带安装试运行正常后,要完善四保护两装置、声光信号装置、喷雾装置,皮带输送机机头架行人侧安设防护网,机尾安装防护罩、机尾地锚固定后,经机电部验收合格后方可正常投入运行。
   14、皮带机尾护罩在移机尾时必须保证完好,机尾采用两根Φ50-2000mm规格的钢管打设牢固(固定不延伸,机尾要采用钢丝绳、打设底锚固定)。
   六、起吊安全措施
   1、起吊设备前,首先要明确被起吊设备重量,合理选择导链型号和起吊位置,导链型号必须满足设备重量,并保证留有2倍的安全系数,要检查起吊器具,严禁使用不合格的起吊器具。正式起吊前先试吊两次,确认满足起吊要求时,方可正式起吊。
   2、起吊时,严禁人员任何部位靠近起吊设备及其运行滑落趋势方向,更不得将身体任何部位探入其中,严禁在起吊点正下方站立,如起吊处有坡度,拉导链人员要站在上坡侧,下坡侧严禁有人,人员要躲开设备滚脱趋势方向。
   3、所有使用导链起吊物件,导链固定、起吊设备均采用30B刮板输送机圆环链,圆环链用马蹄环进行连接,用Ф16mm的螺丝封口。
   4、起吊物件悬空后,必须始终保持导链吃劲,待物件支垫牢固,螺丝紧固齐全或吊挂牢固后方可慢慢松开导链。
   5、起吊物件时,作业人员必须站在起吊物件无滑落趋势的地点进行作业,拉小链要匀速稳拉,操作中注意观察周围支护情况、导链与小链联接情况及各部受力状况,要稳拉稳放,严禁硬拉硬拽。其他人员远离起吊地点监护作业。
   6、起吊时,严禁大幅度斜拉或摆动,每次斜拉步距不大于800mm,斜拉时作业人员要看准其运动趋势并保证有足够的躲避空间,不得随意靠近拖拽摆动的设备,严防起吊连接部位滑脱,设备在起吊时应尽量保持平衡。起吊过程中,如发现起吊不动或有卡阻现象时,先处理再起吊。
   7、使用导链起吊物件时,导链挂钩必须用10#铅丝封口,确保起吊作业时不脱钩。
   8、作业时,必须有专人监护物件、起吊点以及各部连接受力情况,发现问题及时处理。
   9、起吊时,起吊物件每抬高150mm,必须在物件下方用道板支垫牢固。
第十二章    工作面避灾路线
第一节    避灾原则
   工作面发生灾害时,在场人员要尽量了解灾害的性质、地点和危害程度并及时、准确汇报值班和矿调度室,并通知附近地点作业人员。如有条件,使用附近的灭火器材、工具和材料及时处理事故。如无可能应由在场的跟班队干、班组长或有经验的老工人带领沿避灾路线撤退。
   撤退的一般原则:
   工作面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时,因掘进作业人员均位于回风流,可佩带自救器以最快的速度逆风流退出,但尽量通过捷径(如风门)进入新鲜风流中去。迫不得已,且火势很小时,也可冲过火源撤退。无论怎样撤退,当爆炸波或火焰袭来时,都应面部朝下卧倒或俯卧于水沟中,避开爆炸波和火焰后再撤退,以减轻炸伤和烧伤。遇到无法撤退时(通路冒顶阻塞、有毒有害气体含量很高),应迅速进入预先筑好的或在就近地点(如硐室、两道风门之间、独头巷道)快速建筑避难硐室等待救护队援救。当工作面发生水灾时, 应避开水头冲压(手扶支架或挽手),尽快向巷道高处撤离后沿水灾避灾路线撤退。当灾害发生时,全体作业人员要严格按照《2011年新良友煤业有限公司重大灾害预防与处理计划》执行。
第二节    避灾路线
   1、工作面发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸时,沿下列路线撤退:
   3201运输巷→二采区1#运输下山→主平峒→地面
   2、工作面发生水灾时,沿下列路线撤退:
   3201运输巷→二采区1#运输下山→主平峒→地面
   附:3201运输巷避灾路线图
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
   
目  录
第一章    工作面基本概况 - 1 -
第一节    工作面井上下及煤层对应关系 - 1 -
第二节    工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响 - 1 -
第二章    地质情况 - 1 -
第一节    煤层赋存特征 - 1 -
第二节    地质构造情况 - 1 -
第三节    预测瓦斯、火、煤尘情况 - 1 -
第四节    水文地质情况 - 2 -
第三章    巷道布置情况 - 2 -
第一节    巷道简述 - 2 -
第二节    施工顺序 - 2 -
第三节    巷道中线布置 - 2 -
第四章    巷道支护 - 2 -
第一节    支护设计结论 - 2 -
第二节    临时支护方式 - 3 -
第三节    永久支护 - 3 -
第五章    矿压监测 - 5 -
第一节    观测对象 - 5 -
第二节    观测内容 - 5 -
第三节    观测方法 - 5 -
第四节    数据处理 - 7 -
第六章    掘进施工方式 - 7 -
第一节    工艺流程 - 7 -
第二节    施工设备 - 8 -
第三节    作业方式 - 9 -
第四节    循环进尺 - 9 -
第五节    装运煤方式 - 9 -
第六节    过特殊区段的施工工艺 - 10 -
第七章    生产系统 - 10 -
第一节    一通三防系统 - 10 -
第二节    辅助运输系统 - 16 -
第三节    供电系统 - 17 -
第四节    压风系统 - 17 -
第五节    排水系统 - 17 -
第六节    通讯、照明、信号系统 - 18 -
第七节    压风、供水施救装置 - 18 -
第八章    安全质量管理 - 19 -
第一节    工程质量验收要求 - 19 -
第二节    文明生产管理要求 - 19 -
第三节    煤质管理要求 - 20 -
第四节    机电设备管理要求 - 21 -
第五节    质量标准化 - 22 -
第九章    劳动组织、循环图表与主要经济技术指标 - 23 -
第一节    劳动组织图表 - 23 -
第二节    正规循环作业图表 - 23 -
第三节    主要技术经济指标 - 23 -
第十章   重大危险源及有害因素辩识 - 24 -
第十一章    安全技术措施 - 25 -
第一节    一 般 规 定 - 25 -
第二节    顶板管理安全技术措施 - 26 -
第三节    炮掘作业安全技术措施 - 30 -
第四节    机电检修、机电设备安全防护安全技术措施 - 33 -
第五节    运输安全技术措施 - 35 -
第六节    矿井其它自然灾害预防措施 - 37 -
第七节    巷道特殊作业施工安全技术措施 - 40 -
第八节    其它安全技术措施 - 41 -
第十二章    工作面避灾路线 - 43 -
第一节    避灾原则 - 43 -
第二节    避灾路线 - 44 -
附图

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

   

文档信息
  • 文档上传人:admin
  • 文档格式:Doc
  • 上传日期:2013年10月28日
  • 文档星级:★★★★★
  • 需要煤安币:5个
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