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90Kt/a礦井改造工程主斜井井筒施工作業規程

作者:狗万manbet官网 2012-08-17 15:07 來源:狗万manbet官网

  第一章 概述 4

  第一節 工程概況 4

  第二節 編寫依據 4

  第二章 水文及地質條件 4

  第一節 地質條件 4

  第二節 水文條件 7

  第三章 巷道布置及技術特征 11

  第一節巷道位置 11

  第二節 施工條件 11

  第三節 巷道布置 11

  第四節 巷道技術特征 11

  第五節 使用材料規格 12

  第四章 施工方法 13

  第五章 掘進施工作業 13

  第一節 掘進施工工藝流程 13

  第二節 施工作業 13

  第三節 運輸作業 15

  第四節 超前支護、臨時支護及控頂距要求 15

  第五章 永久支護 19

  第一節 施工設備、工具及材料 19

  第二節 支護方式 20

  第六章 頂板支護質量監測 22

  第七章 通風工作 24

  第一節 風量計算 24

  第二節 壓風 25

  第三節 防塵 25

  第四節 防滅火 25

  第五節安全監控 25

  第八章 供電、供水、排水、供風設備及能力 26

  第一節 供電 26

  第二節 供水 26

  第三節 排水 27

  第四節 供風 27

  第九章 施工組織管理27

  第十章 主要經濟技術指標 28

  第十一章 主要安全技術措施及避災路線 29

  第一節 預防冒頂堵人安全技術措施29

  第二節 預防透水02manbetx.com 安全技術措施29

  第三節 預防瓦斯積聚安全技術措施30

  第四節 預防火災安全技術措施30

  第五節 防止片幫傷人安全技術措施30

  第六節 運料安全技術措施31

  第七節 綜合防塵安全技術措施31

  第八節 皮帶使用安全技術措施31

  第九節 溜子使用安全技術措施31

  第十節 保證煤質、提高塊率的安全技術措施32

  第十一節 錨杆巷道頂板監測安全技術措施32

  第十二節 鑽機的操作、使用及注意事項 32

  第十三節 頂板管理安全技術措施 33

  第十四節 防止巷內產生靜電火花安全技術措施 34

  第十五節 安裝、回收安全技術措施 34

  第十六節 挑頂及處理網兜、補打錨杆錨索安全技術措施 35

  第十七節 高空作業安全技術措施 36

  第十八節 高冒區充填管理安全技術措施 36

  第十九節 其它相關安全技術措施 37

  第二十節 避災路線 38

  第十二章 工程質量標準38

  第一節 基本項目 38

  第二節 允許偏差項 39

  第三節 保證質量措施 39

  第一章 概述

  山西晉煤集團臨汾晉牛煤礦投資有限責任公司煤礦位於臨汾市堯都區土門鎮老腰、小腰、上莊村及枕頭鄉後掌村一帶。地理坐標:北緯:36°11′48″-36°14′23″東經:111°18′21″-111°21′53″。臨(汾)-黑(龍關)縣級公路從井田中北部東西向通過,往東30km沿臨(汾)-黑(龍關)公路可達南同蒲鐵路臨汾火車站,同時可達大(同)-運(城)高速公路及霍(縣)-候(馬)一級公路。交通較為便利,2010年1月28日山西省國土資源廳頒發的C1400002009111220045741號采礦許可證批複山西晉煤集團臨汾晉牛煤礦投資有限責任公司開采2-11號煤層,兼並重組後的礦井生產能力為90萬t/a。礦井采用斜井開拓方式,利用已有老君廟井筒進行改造,即刷大並延伸老君廟煤礦副斜井仍作為晉牛煤礦副斜井;刷大並延伸原有回風斜井作為主斜井;利用原有回風立井井筒並裝備梯子間作為回風井及安全出口。

  第一節 工程概況

  工程概況:

  晉牛煤礦投資有限責任公司主斜井由原回風斜井改造。原回風斜井長207.731m,傾角3°/8°,淨寬3.1m,淨高2.445m,淨斷麵6.4m²。改造方案為:利用並刷大其一、二段井筒(長度207.731m),在此基礎上,方位角不變,以傾角17.5°延伸53.039m,這樣主斜井井筒長度260.77m,淨寬5.0m,淨高4.0m,斷麵17.32m²。布置一條1000mm寬,運量260t/h的帶式輸送機,作為煤炭運輸。同時布置一套架空乘人器,用於運輸人員上下井。井筒內敷設消防灑水管路以及下井電纜,同時用於安全通道。

  第二節 編寫依據

  1、晉煤集團晉牛煤礦投資有限責任公司主斜井井筒工程招標文件。

  2、晉煤集團晉牛煤礦投資有限責任公司主斜井井筒工程,平麵圖、剖麵圖、斷麵圖。

  3、《煤礦井巷工程質量驗收規範》GBJ50213-2010

  4、《煤礦井巷工程質量檢驗評定標準》 MT5009-94

  5、煤礦安全01manbetx (2011年版)

  6、《錨杆噴射混凝土支護技術規範》GB50086-2001

  7、《山西省煤礦建設安全規定》(試行)

  8、《建設工程安全生產管理條例》國務院令第393號文

  9、工程建設標準強製性條文礦山部分建設標準[2001]92號文

  10、《煤炭工業建設工程質量管理規定》

  11、《煤炭工業煤礦井巷工程建築安裝工程單位工程質量保證資料評級辦法》

  12、《煤炭建設工程質量技術資料管理規定與評級辦法》

  13、《建設工程質量責任主體和有關機構不良記錄管理辦法》2003年7月1日實行。

  6、現行國家標準、行業標準及其它有關規範、規定。

  第二章 水文及地質條件

  第一節 地質條件

  一、地層

  本井田位於山西省霍西煤田霍州礦區南西部。井田為基岩半裸露區,在溝穀及山梁出露陶係中統峰峰組、石炭係中統本溪組、石炭係上統太原組、二疊係下統山西組及下石盒子組、二疊係上統上石盒子組地層、第四係分布於山梁及溝穀兩側。根據地表出露情況及鑽孔揭露資料,將井田地層由老至新分述如下:

  1、奧陶係中統下馬家溝組(O2x)岩溶裂隙含水組

  岩性以厚層白雲質灰岩為主,中厚層石灰岩、薄層白雲質泥質灰岩互層,厚40--130m,岩溶、裂隙、溶隙、溶孔發育。

  2、奧陶係中統上馬家溝組(O2s)岩溶裂隙含水組岩性為豹皮狀厚層灰岩,CaO含量高,雜質少,厚40--130m,岩溶裂隙發育。

  3、奧陶係中統峰峰組(O2f)為含煤地層基底,一般厚度90.80-110.44m,平均100.50m。分為上下兩段。下段岩性為灰及深灰色泥灰岩及石膏層,夾薄層厚層狀石灰岩,石膏層多為纖維狀。上段岩性為灰色厚層狀石灰岩,夾薄層泥灰岩。

  4、石炭係中統本溪組(C2b)平行不整合覆蓋於峰峰組之上。厚度9.14-25.90m, 平均為20.16m,由灰色及淺灰色鋁質泥岩、石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、中細粒砂岩、不可采的極不穩定12煤層及“山西式鐵礦”組成。

  5、石炭係上統太原組(C3t)整合覆於本溪組地層之上。K1石英砂岩底至K7砂岩底,厚度為72.68-100.06m,平均85.42m。為本區主要含煤地層之一。岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、中細粒砂岩、石灰岩(K2、K3、K4)及煤層(5、6上、6、6下、7、7下、8、9、9+10+11、11下號)組成。本井田內9+10+11號煤層穩定可采,其它煤層為不可采的不穩定煤層。分三段敘述如下:

  (1)、下段(C3t1) K1石英砂岩底至K2石灰岩底,厚度12.08-22.78m,平均17.58m。K1為中細粒石英砂岩,鈣質或矽質膠結,致密、堅硬,厚1.10—7.23m,平均2.42m。為灰白色鋁土岩夾黑色泥岩,含不穩定的薄層狀石灰岩及9、9+10+11、11下煤層,其頂部為9、9+10+11號煤層,9+10+11煤層穩定,厚度大,結構複雜,為本區的主要可采煤層之一。9煤層穩定,大部與10+11煤層合並,分叉區內9煤層零星可采。

  (2)、中段(C3t2) K2石灰岩底至K4石灰岩頂,厚28.67-43.15m,平均36.65m,該層灰岩全區穩定,岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中細粒砂岩及7、7下、8號薄煤層組成。K2石灰岩全區穩定,厚9.62—13.26,平均11.62m,岩性為深灰色生物碎屑石灰岩,含燧石結核,夾泥岩簿層;其上為黑色泥岩夾8號煤層,8號煤層上為K3灰岩,厚度1.95-8.05m,平均6.10m,全區穩定。K3石灰岩之上為泥岩、細砂岩、砂質泥岩和粉砂岩,夾7、7下號兩層薄煤層。本段頂部為K4石灰岩在本區極不穩定,厚0.37-2.85m,平均1.71m。K4石灰岩之下為砂質泥岩和粉砂岩,夾7、7下薄煤層。7、7下、8號煤層在本井田未見可采點,為不穩定不可采煤層。

  (3)、上段(C3t3)從K4石灰岩頂至K7砂岩底,厚22.56-42.20m,平均30.44m,由砂岩、粉砂岩和泥岩組成,其主要特點是該段上下均為灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩,中間為厚層灰黑色或黑色泥岩,含5、6上、6、6下不可采薄煤層。底部K5砂岩,厚0.95—7.81m,平均3.910m,岩性為灰白色中細粒砂岩,層麵富含黑色有機質。5、6上、6、6下號煤層在本井田未見可采點,為不穩定不可采煤層。

  6、二疊係下統山西組(P1s)整合覆於太原組之上,K7砂岩底至K8砂岩底。厚度為24.75-43.01m,平均34.81m。為本區主要含煤地層之一。岩性主要以黑灰色泥岩、粉砂岩、砂質泥岩和灰白色細粒砂岩為主,含1、2上、2、2下、3、3下號煤層。其中2號煤層為可采煤層。其它煤層均為不可采煤層。

  7、二疊係下統下石盒子組(P1x)與下伏山西組地層呈整合接觸,由K8砂岩底至K10砂岩底, 厚度106.00-147.60m,平均123.18m ,據岩性組合特征可分為上、 下兩段:下段(P1x1)由K8砂岩底至K9砂岩底,厚度為52.50-73.20m,平均59.90m 。岩性主要以灰白色細-中粒砂岩為主,夾灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤線。底部為K8砂岩,厚度1.20-12.75,平均6.73m,岩性為灰白色、巨厚層狀中、粗粒砂岩,成分多以石英為主,長石次之,分選較好,孔隙式膠結,K8砂岩不穩定,局部相變為粉砂岩或砂質泥岩。下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩為主,夾1-3層薄煤線。上部以深灰色泥岩、粉砂岩為主,局部夾一層煤線;上段(P1x2) K9砂岩底至K10砂岩底,厚度為53.50-74.40m,平均63.28m。岩性主要由灰綠色粉砂岩、灰綠色含紫色斑塊泥岩及灰綠色中粒砂岩組成。底部K9砂岩為綠色中粒砂岩,碎屑含量約90%,主 要 由75%的石英和10%的長石組成,雜基占10%,主要為水雲母、高嶺石等粘土礦物,分布較均勻。其上多以灰色、深灰色粉砂岩為主,夾紫色斑塊的灰綠色泥岩,是K9砂岩的輔助標誌層。頂部為紫紅色、灰綠色鋁質泥岩,巨厚層狀,俗稱“桃花泥岩”,是確定K10 砂岩的輔助標誌層。

  8、二疊係上統上石盒子組下段(P2s1) K10砂岩底至K12砂岩低,厚度一般為200m左右,本井田內保留厚度約160m,為黃綠色、紫紅色泥岩、粉砂岩夾中、細粒砂岩組成。底部為K10砂岩,厚度4.95-11.00m,平均7.93m,為黃綠色中細粒長石石英砂岩,底部為粗粒或含礫。

  9、第四係中更新統(Q2)厚20~50m,平均35.00m。岩性以淺黃色亞粘土、亞砂土、耕植土及鈣質結核等組成。

  二、含煤地層

  本井田含煤地層包括石炭係中統本溪組、上統太原組及二疊係下統山西組、下石盒子組。其中太原組、山西組為主要含煤地層,前者含主要可采9+10+11號煤層,後者含主要可采2號煤層,本溪組、下石盒子組含1-2層薄煤層。現就主要含煤地層簡述如下:

  (一)太原組(C3t)

  (1)、下段(C3t1)

  K1石英砂岩底至K2石灰岩底,厚度12.08-22.78m,平均17.58m。K1為中細粒石英砂岩,鈣質或矽質膠結,致密、堅硬,厚1.10—7.23m,平均2.42m。為灰白色鋁土岩夾黑色泥岩,含不穩定的薄層狀石灰岩及9、9+10+11、11下煤層,其頂部為9、9+10+11號煤層,9+10+11煤層穩定,厚度大,結構複雜,為本區的主要可采煤層之一。9煤層穩定,大部與10+11煤層合並,分叉區零星可采。

  (2)、中段(C3t2)

  K2石灰岩底至K4石灰岩頂,厚28.67-43.15m,平均36.65m,該層灰岩全區穩定,岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中細粒砂岩及7、7下、8號薄煤層組成。K2石灰岩全區穩定,厚9.62—13.26,平均11.62m,岩性為深灰色生物碎屑石灰岩,含燧石結核,夾泥岩簿層;其上為黑色泥岩夾8號煤層,8號煤層上為K3灰岩,厚度1.95-8.05m,平均6.10m,全區穩定。K3石灰岩之上為泥岩、細砂岩、砂質泥岩和粉砂岩,夾7、7下號兩層薄煤層。本段頂部為K4石灰岩在本區極不穩定,,厚0.37-2.85m,平均1.71m。K4石灰岩之下為砂質泥岩和粉砂岩,夾7、7下薄煤層。7、7下、8號煤層在本井田未見可采點,為不穩定不可采煤層。

  (3)、上段(C3t3)

  從K4石灰岩頂至K7砂岩底,厚22.56-42.20m,平均30.44m,由砂岩、粉砂岩和泥岩組成,其主要特點是該段上下均為灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩,中間為厚層灰黑色或黑色泥岩,含5、6上、6、6下不可采薄煤層。底部K5砂岩,厚0.95—7.81m,平均3.910m,岩性為灰白色中細粒砂岩,層麵富含黑色有機質。5、6上、6、6下號煤層在本井田未見可采點,為不穩定不可采煤層。

  (二)山西組(P1s)

  K7砂岩底至K8砂岩底,厚度為24.75-43.01m,平均34.81m。 底部K7砂岩為灰-灰白色中細粒砂岩,厚1.36-9.60m,平均4.01m。中下部為黑灰色泥岩、砂質泥岩及3、3下號煤層組成,,含少量植物化石,上部由黑灰色粉砂岩、砂質泥岩、細粒砂岩及1、2上、2、2下號煤層組成,含豐富的植物化石。2號煤層為賦煤區全區穩定可采煤層。1、2上、3下號煤層在本井田未見可采點,為不穩定不可采煤層。2下號煤層僅一個孔可采。3號煤層在本井田僅見2個不連續可采點,為不穩定不可采煤層。

  三、井田構造

  受區域克城——南灣裏複式向斜構造的控製,本井田為一軸向北東的褶曲構造,地層總體向北傾斜,傾角一般5-12°,井田內發育9條褶曲, 2個陷落柱,未發現斷層,現將本井田內發育的褶曲、陷落柱構造敘述如下:

  1、褶曲

  1)、S1向斜

  位於井田北部邊界一帶,軸向為N 24°E—S 79°E, 兩翼岩層基本對稱,傾角6-8°,軸長3.3km 。

  2)、S2背斜

  位於井田北西部ZK3-4南,軸向為N 61°E,兩翼岩層基本對稱,傾角6-8°。軸長1.1km 。

  3)、S3向斜

  位於S2背斜南,軸向為N 69°--42°E,兩翼岩層基本對稱,傾角6-8°。軸長1.5km 。

  4)、S4背斜

  位於井田中部補—5、補—8、補—3南一帶,軸向為N 63°--39°E,兩翼岩層基本對稱,傾角6-8°。軸長3.5km 。

  5)、S5向斜

  位於井田中南部補—4、ZK3-2、補—10南一帶,軸向為N 43°E,北西翼岩層緩,傾角6-8°,南東翼岩層陡,傾角8-12°。軸長3.2km 。

  6)、S6背斜

  位於井田中南部煤層露頭一帶,軸向為N 37°E,北西翼岩層陡,傾角8-12°,南東翼岩層緩,傾角8-10°。軸長2.0 km 。

  7)、S7向斜

  位於井田南部S6背斜東一帶, 軸向為N 21°E, 兩翼岩層基本對稱,傾角6-10°。軸長2.0km 。

  8)、S8背斜

  位於井田南東部,軸向為N 39°E,兩翼岩層基本對稱,傾角8-10°。軸長2.5 km 。

  9)、S9向斜

  位於井田南東部,軸向為N 38°E, 兩翼岩層基本對稱,傾角6-10°。軸長2.0km 。

  四、陷落柱

  1)、X1陷落柱

  位於井田的北西部邊界花山東一帶,呈橢圓形,長軸呈北東向,軸長200m,短軸呈北西向,軸長180m。刁尚溝礦2號煤層巷道揭露。

  2)、X2陷落柱

  位於井田的南東部邊界上莊村北西一帶,呈橢圓形,長軸呈北西向,軸長70m,短軸呈北東向,軸長50m。原上莊礦9+10+11號煤層巷道揭露。

  五、煤塵、瓦斯、自然、地溫和礦壓

  1、根據山西晉煤集團臨汾晉牛煤礦投資有限責任公司礦井瓦斯湧出量預測報告的批複,晉牛煤礦0.90Mt/a規模,開采2號煤層時,礦井最大絕對瓦斯湧出量7.61m3/min,最大相對瓦斯湧出量4.02m3/t;開采9+10+11號煤層時,礦井最大絕對瓦斯湧出量7.38m3/min,最大相對瓦斯湧出量3.90m3/t。屬低瓦斯礦井屬低瓦斯礦井。

  2、2、9+10+11號煤層煤塵均有爆炸危險性。

  3、本井田2、9+10+11自燃傾向性等級為Ⅱ級,自燃傾向性為自燃煤層。

  4、2、9+10+11號煤層最高地溫分別為13.2℃、14.5℃,地溫總體變化向向斜軸部增高,這是因為向斜軸部煤層埋藏較深,隨煤層埋深的增加而地溫增高。地溫梯度在0.6℃-1.7℃/100m,平均為1.2℃/100m;恒溫帶深度120--150 m。總之,本區為地溫屬正常區。未發現地壓異常區。

  第二節 水文條件

  一、地表水係

  井田地表沿臨(汾)-黑(龍關)縣級公路展布東西向分地表水嶺。分水嶺南側發育西坡河、老窯莊河,分水嶺北側發育洞上河、鳳嶺河、河底河。井田地表大氣降水彙集於分水嶺兩側溝穀或河流;洞上河、鳳嶺河、河底河往北至井田北部邊界彙入王家崖河,王家崖河往南東經土門至臨汾彙入汾河;西坡河、老窯莊河往南至井田南部邊界彙入仙洞溝河,仙洞溝河往南東至臨汾彙入汾河;汾河往南西經侯馬、新絳至河津禹門口注入黃河。本井田屬黃河流域,汾河水係。

  井田地表發育的西坡河、老窯莊河、洞上河、鳳嶺河、河底河均為季節性水流基本常年無水,僅在雨季有短時流水,流量極小,河床為現代衝積、洪積層,調查的最高洪水位線均在水文地質圖上填繪。井田內各井口標高與所處地段的最高洪水位及有無洪水威脅。見附表

  井田內各井口與所處地段洪水位線關係

  調查單位:晉城XX有限公司

  二、主要含水層

  井田的含水層自下而上有:

  1、奧陶係中統石灰岩岩溶裂隙含水層(I)

  主要富水含水層為中奧陶統峰峰組上段及上馬家溝組二、三段,以厚層狀石灰岩及泥岩為主,岩溶裂隙發育,奧灰頂部具古風化殼,鑽孔衝洗液消耗量達15m3/h,埋藏淺,接受補給條件較好,屬富水性強含水層組。1990年8月20日--1990年10月14日山西煤田地質勘探144隊喬家灣詳查時曾在井田北東部約1.5km處施工1703號水文孔,對O2f+O2s進行抽水試驗資料,水位標高為828.66m,單位湧水量為1.015L/s.m; 2010年6月5日—2010年8月26日,山西省煤炭地質144勘查院在本井田西部(X=4012252.39 Y=19524485.71 H=1267.56)豹子溝煤礦施工了BZG1水文孔,對O2f+O2s進行抽水試驗資料,水位標高為594.27m,單位湧水量為1.0392L/s.m;屬富水性強的溶隙含水層。1703孔施工時間較長,岩溶孔水位下降。本報告采用BZG1水文孔資料推測本井田奧灰水水位標高為565—595m(詳見地形地質圖)。

  2、太原組石灰岩(K4、K3、K2)岩溶裂隙含水層

  主要由K4、K3、K2三層石灰岩組成,為9+10+11號煤層直接充水含水層。K2灰岩平均厚度11.62m,岩石致密堅硬,K3灰岩平均厚度6.10m,K2、K3灰岩裂隙多由方解石脈充填,裂隙不發育,鑽孔衝洗液消耗量較大,在施工過程中,K2灰岩大部分鑽孔出現掉鑽漏水現象,掉鑽高度0.50—1.50 m,難以堵漏,漏水現象很嚴重。據井田北部約5km處的喬家灣煤炭詳查區1703號鑽孔抽水試驗單位湧水量為0.0094-0.133L/s.m,滲透係數為0.01074—0.0119m/d,水質類型為HCO3·CO3--Ca型水,屬富水性弱—中等的溶隙含水層。

  3、山西組(K7)砂岩含水層

  K7砂岩岩性以細粒砂岩為主,常相變為粉砂岩,裂隙不發育。鑽孔消耗量小於0.05m3/h,裂隙不發育,富水性弱,屬富水性弱的裂隙含水層。

  4、下石盒子組(K9、K8)砂岩裂隙含水層

  砂岩含水層位於2號煤層以上,K9、K8砂岩裂隙含水層為2號煤層直接充水含水層,岩性為灰白色、灰綠色、黃綠色厚層狀石英長石砂岩,多為鈣質膠結,裂隙稍發育,鑽進消耗量小於0.05m3/h。據井田西部約6km處的喬家灣煤炭詳查區901號鑽孔抽水試驗水位標高為1238.09m,單位湧水量為0.0097L/s.m,滲透係數為0.0119m/d,水質類型為HCO3·CO3—Na型水,屬富水性弱的裂隙含水層。富水性與蓄水構造及風化裂隙有關。

  5、上石盒子組底部(K10砂岩)裂隙含水層

  砂岩含水層較穩定,多呈透鏡體,岩性為黃綠色,淺灰綠色中-細粒厚層狀石英長石砂岩,埋藏淺時,風化裂隙及節理發育,局部含小礫。泉水流量0.22L/s,因此,該層富水性為較弱裂隙含水層。

  6、第四係砂礫層孔隙潛水含水層

  分布於山間河穀及溝穀地帶,主要由砂質粘土、粘土、砂礫石層組成,厚0-10m,賦存孔隙水,富水性受季節影響明顯;總體上富水性較弱,僅做一般生活用水。據民井提水試驗得知,湧水量為1.35L/s,單位湧水量1.96L/s.m,滲透係數19.77m/d。

  三、隔水層

  1、下石盒子組泥岩、粉砂岩隔水層(K10砂岩底至K8砂岩頂)

  隔水層主要由泥岩、粉砂岩夾有砂岩而組成,其間夾有裂隙不發育或稍發育的中粒砂岩,厚度變化大,一般厚90m左右,致密岩層對地表水及潛水起隔水作用。

  2、太原組上部泥岩、粉砂岩隔水層(2號煤下至K3石灰岩頂)

  隔水層由泥岩、粉砂岩夾有細粒砂岩組成,層位穩定,一般厚30m左右,在無斷層貫通情況下,太原組石灰岩溶隙水將不會影響上組煤的開采。

  3、 太原組下部至奧灰之間泥岩、粉砂岩、石英砂岩隔水層(9+10+11號煤底板至O2f)

  隔水層主要由本溪組鋁土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩等組成,由於沉積時古地形起伏不平,因而厚度變化較大,厚25-35m之間,對下伏奧灰含水層具有良好的隔水作用。

  第三章 巷道布置及技術特征

  第一節巷道位置

  1、地麵位置:主斜井井口中心坐標X=4008014.745、Y=1952443.672、Z=+1105.446。地麵標高+1105.446,井底標高+1071.474。

  地麵豎向交錯排開主斜井、副斜井和回風立井。主斜井距副斜井約400m、副斜井距回風立井約700m。

  地麵相對位置及建築物:四周有原老君煤礦宿舍樓、辦公樓以及其他房屋,井下施工對地麵建築物無影響。

  2、井下位置與四鄰采掘情況:井下近鄰無其他礦井井巷開拓(現有地質資料提供)。

  3、巷道用途:主斜井用於礦井生產期間的煤炭運輸及人員升、入井。

  4、服務年限:58.9年

  5、施工期限:主斜井自2012年3月開工,預計2012年9月竣工。

  第二節 施工條件

  1、主斜井井口坐標:X=4008014.745、Y=19529443.672、Z=+1105.446、a=151°41′41″。自井口0m施工至41.441m以坡度-7°施工,41.441m至67.621m以坡度-7°變-2°(a=5°、R=300000、T=13098、KP=26180,單位為mm)施工,67.621m至180.68m以坡度-2°施工,180.68m至207.732m以坡度-2°變17.5°(a=15°30′、R=100000、T=13609、KP=27052,單位為mm)施工,207.732m至260.77m以坡度-17.5°施工至井底煤倉。(附巷道斷麵圖)

  2、巷道底板起伏不平,運輸線路複雜,運輸設備多,因此,運輸過程中要加強運輸管理。

  第三節 巷道布置

設計藍圖顯示在原有回風斜井改擴為主斜井擔負煤炭提升任務,兼進風井及安全出口;主斜井半圓拱斷麵,淨寬5.0m,淨高4.0m,淨斷麵積為17.32m²,斜長為260.77m(其中:鋼筋砼段92.621 m,素砼段168.149m)井筒落底於15號煤層底板,井筒內每40m設一個躲避硐。

  第四節 巷道技術特征

  1、主斜井井筒由原回風斜井的井筒長207.732m,傾角3°/8°,淨寬3.1m,淨高2.445m,淨斷麵6.4m²。刷大其井筒(長度207.732m)在此基礎上,方位角不變,以傾角17.5°延伸53.039m,這樣主斜井井筒長度260.77m,淨寬5.0m,淨高4.0m,斷麵17.32m²。

  (1-1斷麵)為鋼筋砼支護形式,直牆半圓拱斷麵,設計尺寸為:淨寬5m、牆高1.5m、淨高4m,淨斷麵17.32㎡,左幫基礎0.25m、右幫基礎0.5m,支護厚度為0.45m,強度C30;主鋼筋選用直徑20mm的螺紋鋼,箍筋選用用直徑8mm的圓鋼。鋪底0.1m,水溝設計寬0.3m、淨深0.2m、支護厚度0.1m。鋪底、水溝砌镟混凝土強度等級均為C20。

  (2-2斷麵)為素砼支護形式,直牆半圓拱斷麵設計尺寸為:淨寬5m、牆高1.5m、淨高4m,淨斷麵17.32㎡,左幫基礎0.25m、右幫基礎0.5m,支護厚度為0.45m,強度C30。鋪底0.1m,水溝設計寬0.3m、淨深0.2m、支護厚度0.1m。鋪底和水溝砌镟混凝土強度等級均為C20。

  (3-3斷麵)為素砼支護形式,直牆半圓拱斷麵設計尺寸為:淨寬5m、牆高1.5m、淨高4m,淨斷麵17.32㎡,左幫基礎0.25m、右幫基礎0.5m,支護厚度為0.45m,強度C30。鋪底0.1m,水溝設計寬0.3m、淨深0.2m、支護厚度0.1m,井筒內17.5°斜巷段設計台階淨寬0.5m、高0.25m。鋪底、台階和水溝砌镟混凝土強度等級均為C20。

  沿井筒向下每隔40m(斜長)設置一個躲避硐,設計斷麵為直牆半圓拱形,斷麵設計尺寸為:淨寬1.5m、牆高1.5m、淨高2.25米、深1.5m、基礎0.25m、淨斷麵為3.13㎡,支護形式素砼,厚度0.2m,強度為C30。

  2、巷道技術特征

  井筒特征表

  主斜井斷麵技術特征見(井筒施工圖)

  第五節 使用材料規格

  1、鋼筋:規格¢20的螺紋鋼筋,規格¢8的圓鋼。

  2、錨杆:規格¢20×2400mm的樹脂螺紋鋼錨杆。托盤規格150mm×150mm。

  3、網片:采用¢6.5鋼筋焊接而成,規格×1000×2000mm,網孔100mm×100mm。

  4、錨固劑: MSK2360樹脂藥卷(每孔兩卷端錨支護)。

  5、噴射混凝土材料:水泥:42.5礦渣矽酸鹽水泥;砂:粗砂;石子:粒徑5~10mm。速凝劑采用XPM砼外加劑,添加量為水泥量的百分之三到百分之五。

  6、澆築混凝土材料、配比及強度

  水泥:42.5礦渣矽酸鹽水泥;

  砂:粗砂;石子:粒徑10~30mm。

  強度等級:C30.配合比(kg):水泥1:砂子1.37:石子2.55。水灰比:0.41。

  7、鋪底、台階和水溝混凝土材料、配比及強度

  水泥:42.5礦渣矽酸鹽水泥;砂:粗砂;石子:粒徑10~20mm。

  強度等級:C20。

  配合比:以工程質量檢驗站配比單為準。

  第四章 施工方法

  一、作業方式

  本井筒為擴修井筒施工,設計擴掘後先采用錨網噴作臨時支護。因此施工時先擴巷掘進至井底煤倉,然後再由井底向上進行混凝土澆築,此施工方案有兩大優點:一施工速度快。二混凝土澆築接茬少,整體連接好,規格尺寸誤差控製較好,無論是觀感或強度質量較高。

  二、施工組織

  "三、八"製作業,每班掘進、打頂部錨杆、掛網、出矸(每班一循環);每天留三小時噴漿;每班一名驗收員負責本班的安全和工程質量,一名班長全麵指揮生產,一名電工巡進檢查設備運轉情況。

  三、掘進方式:炮掘

  四、循環方式及循環進度

  循環方式:單/雙排多循環作業方式

  1、當頂板完整,煤、岩體完好,采取雙排多循環作業方式:一次施工兩排,每個生產班巷道一個循環,循環進度1.6m。

  2、若地質條件發生變化,如頂板破碎、片幫嚴重、底鼓、淋水嚴重等,采取單排多循環作業方式,一次施工一排,,循環進度0.8m。

  3、采用的施工技術:放炮作業施工、激光儀指向施工。

  第五章 掘進施工作業

  第一節 掘進施工工藝流程

  工藝流程:

  炮掘:

  交接班→安全檢查→打炮眼、裝藥、聯線、放炮→通風、瓦斯、安全檢查→臨時支護→攉矸運輸(備料)→自檢、搞文明生產→下一個循環。

  第二節 炮掘施工作業

  一、開工準備

  開工前認真檢查風機、風筒、電、水、壓風、鑿岩、裝岩、運輸機械設備及錨杆、金屬網材料是否合格齊全到位;風量、水量、水壓、供電是否合乎施工要求;工作麵及巷壁是否安全可靠,頂板是否有離層、鬆動現象;工作麵錨杆支護是否符合設計和施工要求;工作麵方向方位、巷道斷麵輪廓是否符合設計和施工要求;礦山壓力是否有異常顯現;工作麵湧水是否有異常現象等。遇有問題應按施工安全技術措施整改合格後方可開工。

  二、爆破孔定位

  1、根據激光指向儀給出的控製點在爆破工作麵測出巷道斷麵中心線,根據中心線和爆破圖表確定巷道外輪廓線、炮眼位置,並在炮眼位置用自噴漆或黃泥作出標記。

  2、 按光麵爆破和循環進尺要求進行爆破參數的設計, 為保證爆破效果,周邊眼向外紮50mm左右。

  3、炮眼深度:根據循環進尺安排確定一般頁岩炮眼深度1.8m,並根據圍岩性質合理調整爆破深度。

  三、鑽孔

  采用YT-7655型風力鑿岩機鑽孔,4台鑿岩機同時作業。

  四、裝炸藥爆破

  1、裝藥結構:正向連續裝藥結構。

  2、起爆順序:輔助眼、周邊眼起爆。

  3、連線方式:采用串、並聯連線方式。

  4、爆破采用毫秒延期雷管起爆。

  5、裝藥工作,嚴格按爆破設計要求的數目和方式裝藥,爆破孔采用事先加工好的炮泥封堵。腳線的連接工作可由經過專門訓練的班組長協助爆破工進行,爆破母線連接腳線、檢查線路工作,隻準爆破工一人操作。

  五、爆破安全措施

  1、掘進工作麵所有爆破人員,包括爆破、送藥、裝藥人員,必須熟悉爆炸材料性能和煤礦安全01manbetx 有關規定。

  2、井下爆破工作必須由專職爆破工擔任,嚴格執行掘進工作麵作業01manbetx 及其爆破說明書。

  3、不得使用過期或嚴重變質的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必須交回爆炸材料庫。

  4、爆破作業,必須使用煤礦許用炸藥和煤礦許用毫秒延期電雷管,煤礦許用炸藥安全等級不得低於三級,煤礦許用毫秒延期電雷管最後一段的延期時間不得超過130ms。

  5、嚴禁使用2台發爆器同時進行爆破。

  6、爆破工必須把炸藥、電雷管分開存放在專用的爆炸材料箱內,並加鎖;嚴禁亂扔、亂放。爆炸材料箱必須放在頂板完好、支架完整,避開機械、電氣設備不潮濕的地點。爆破時必須把爆炸材料箱放到警戒線以外的安全地點。

  7、從成束的電雷管中抽取單個電雷管時,不得手拉腳線硬拽管體,也不得手拉管體硬拽腳線,應將成束的電雷管順好,拉住前端腳線將電雷管抽出。抽出單個電雷管後,必須將其腳線扭結成短路。

  8、裝配起爆藥卷時,必須遵守下列規定:

  ①必須在頂板完好、支護完整、避開電氣設備和導電體的爆破工作地點附近進行。嚴禁坐在爆炸材料箱上裝配起爆藥卷。裝配起爆藥卷數量以當時當地需要數量為限。

  ②裝配起爆藥卷必須防止電雷管受震動、衝擊,折斷腳線和損壞腳線絕緣層。

  ③電雷管必須由藥卷的頂部裝入,嚴禁用電雷管代替竹、木棍紮眼。電雷管必須全部插入藥卷內。嚴禁將電雷管斜插在藥卷的中部或捆在藥卷上。

  ④電雷管插入藥卷後,必須用腳線將藥卷纏住,並將電雷管腳線扭結成短路。

  9、裝藥前,首先必須清除炮眼內的岩粉,再用木質或竹質炮棍將藥卷輕輕推入,不得衝撞或搗實。炮眼內的各藥卷必須彼此密接。有水的炮眼,應使用抗水型炸藥。裝藥後,必須把電雷管腳線懸空,嚴禁電雷管腳線、爆破母線與運輸設備、電氣設備以及掘進機械等導電體相接觸。

  10、炮眼封泥應用水炮泥,水炮泥外剩餘的炮眼部分應用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性鬆散材料製成的炮泥封實。嚴禁用煤粉、塊狀材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。無封泥、封泥不足或不實的炮眼嚴禁爆破。嚴禁裸露爆破,嚴禁放糊炮非發爆器起爆。

  11、炮眼深度和炮眼的封泥長度應符合下列要求:①炮眼深度小於 0.6m時,不得裝藥、爆破;在特殊條件下,如挖底、刷幫、挑頂確需淺眼爆破時,炮眼深度可以小於0.6m,但必須符合下列要求:a、每孔裝藥量不得超過150g;b、炮眼必須封滿炮泥;c、爆破前,必須在爆破地點附近灑水降塵,並檢查瓦斯,濃度超過1%不準爆破;d、檢查並加固爆破地點附近支架;e、爆破時,必須站好崗並有班組長在現場指揮;②炮眼深度為0.6~1m時,封泥長度不得小於炮眼深度的1/2。③炮眼深度超過1m時,封泥長度不得小於0.5m。

  12、裝藥前和爆破前有下列情況之一的,嚴禁裝藥、爆破:

  ①掘進工作麵的控頂距離不符合作業01manbetx 的規定,或者支護有損壞。

  ②爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.0%。

  ③在爆破地點20m以內,礦車、未清除的煤矸或其他物體堵塞巷道斷麵1/3以上。

  ④炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散。

  ⑤掘進工作麵風量不足。

  13、爆破前,必須加強對固定機械設備和電纜的保護,並將流動設備移出工作麵。爆破前,班組長必須親自布置專人在警戒線和可能進入爆破地點的所有通路上擔任警戒工作,警戒人員必須在安全地點警戒。警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩。

  14、爆破母線和連接線應符合下列要求:

  ①爆破母線必須符合標準。

  ②爆破母線和連接線、電雷管腳線和連接線、腳線和腳線之間的接頭必須相互扭緊並懸掛,不得與軌道、金屬管、金屬網、鋼絲繩等導電體相接觸。

  ③巷道掘進時,爆破母線應隨用隨掛。不得使用固定爆破母線。

  ④爆破母線與電纜、信號線應分別掛在巷道的兩側。如果必須掛在同一側,爆破母線必須掛在電纜的下方,並應保持0.3m以上的距離。

  ⑤隻準采用絕緣母線單回路爆破,嚴禁用軌道、金屬管、金屬網、水或大地當作回路。

  ⑥爆破前,爆破母線必須扭結成短路。

  ⑦爆破工使用的爆破母線要符合標準要求,不得有接頭,嚴禁采用固定母線爆破。

  15、井下爆破必須使用發爆器。發爆器必須采用礦用防爆型(礦用增安型)。

  16、每次爆破作業前,爆破工必須做電爆網路全電阻檢查(引爆前,把兩條爆破母線用手指壓在兩個測量端子上,如測量燈亮說明各雷管線聯結良好,否則會出現啞炮,應檢查線路排除故障,測量合格後再起爆)。嚴禁用發爆器打火放電檢測電爆網路是否導通。發爆器必須統一管理、發放。必須定期校驗發爆器的各項性能參數,並進行防爆性能檢查,不符合規定的嚴禁使用。

  17、發爆器的把手、鑰匙、必須由爆破工隨身攜帶,嚴禁轉交他人。不到爆破通電時,不得將把手或鑰匙插入發爆器。爆破後,必須立即將把手或鑰匙拔出,摘掉母線並扭結成短路。

  18、爆破前,腳線的連接工作可由經過專門訓練的班組長協助爆破工進行。爆破母線連接腳線、檢查線路和通電工作,隻準爆破工一人操作。爆破前,班組長必須清點人數,確認無誤後,方準下達起爆命令。爆破工接到起爆命令後,必須先發出爆破警號,至少再等5s,方可起爆。裝藥的炮眼應當班爆破完畢。特殊情況下,當班留有尚未爆破的裝藥的炮眼時,當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交待清楚。

  19、爆破作業必須嚴格執行“三遍哨子製”(一響撤人、二響爆破、三響解除)、“三保險”(拉線、設置警標、吹哨)和“三人連鎖”製度

  20、爆破後,待工作麵的炮煙被吹散,爆破工、瓦斯檢查工和班組長必須首先巡視爆破地點,檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、支護、拒爆、殘爆等情況。

  21、通電以後拒爆時,爆破工必須先取下把手或鑰匙,並將爆破母線從電源上摘下,扭結成短路,再等15min,才可沿線路檢查,找出拒爆原因。

  22、處理拒爆、殘爆時,必須在班組長指導下進行,並應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢,當班爆破工必須現場向下一班爆破工交待清楚。處理拒爆時,必須遵守下列規定:

  ①由於連線不良造成的拒爆,可重新連線起爆。

  ②在距拒爆炮眼0.3m以外另打與拒爆炮眼平行的新炮眼,重新裝藥起爆。

  ③嚴禁用鎬刨或從炮眼中取出原放置的起爆藥卷或從起爆藥卷中拉出電雷管。不論有無殘餘炸藥嚴禁將炮眼殘底繼續加深;嚴禁用打眼的方法往外掏藥;嚴禁用壓風吹拒爆(殘爆)炮眼。

  ④處理拒爆的炮眼爆炸後,爆破工必須詳細檢查炸落的煤、矸,收集未爆的電雷管。

  ⑤在拒爆處理完畢以前,嚴禁在該地點進行與處理拒爆無關的工作。

  23、接近采空和揭露、穿域,人員必須撤到地麵爆破,爆破擔任警戒人員接不到或聽不清撤崗信號,不準私自撤崗。

  第三節 運輸作業

  本井筒為主斜井井筒,為礦井輸煤、行人服務,不設軌道,巷道坡度分別為:7°、2°、17.5°。巷道以2°坡為主。排矸運輸係統不易複雜,為便於施工,特采用以下排矸運輸方式:

  1、井筒施工坡度7°、2°段采用LW500輪式防暴裝載機裝運排矸,井筒施工至17.5°段時采用40型刮板機輸送岩、煤至2°坡段,再用輪式裝載機裝運排矸、排至地麵。

  2、裝載機必須安裝防爆裝置。

  3、裝載機司機必須經過專業培訓,並持證上崗。

  第四節 超前支護、臨時支護及控頂距要求

  一、超前支護

  根據現場情況可采取前探梁超前支護方式。

  (一)前探梁超前支護

  1、超前支護方式:采用槽鋼托木板(鋼筋托梁、網)進行超前支護空頂(超前支護槽鋼:12#槽鋼、長4800mm,超前支護木板規格: 3400×120×50mm)。

  2、超前支護架設方式

  (1)放炮前,先將四個臨時支護槽鋼固定架固定在工作麵臨時支護由裏向外第1排、第3排頂2、4(5)錨杆上,把兩根超前支護槽鋼(4.8米)穿到槽鋼框架中,將木楔、柱帽等所需材料準備到位。

  (2)巷道成形後,敲幫問頂,確認安全後,搭設穩固的工作台。抬網(網綁至鋼筋梯上),人員於臨時支護下聯網,向前延伸超前支護槽鋼,將木板上在超前支護槽鋼上,用柱帽、木楔背實槽鋼、木板,使木板與頂板接實。

  3、臨時支護工序:巷道成型後→安全檢查→敲幫問頂、找掉危岩→搭建工作台→人員於臨時支護下聯網→延伸超前支護槽鋼→上木板→背緊槽鋼、木板。

  (二)超前支護安全技術措施:

  1、 在施工超前支護錨杆期間,嚴禁人員站在未超前支護下操作。

  2、巷道成形後,必須進行敲幫問頂,找掉活矸、活炭。

  3、超前支護必須確認安全後,方可進行臨時支護。

  4、 如工作麵頂板較為鬆軟破碎、冒頂、留頂臥底或爬坡時,超前臨時錨杆從頂板塌凹處依次從一邊向另一邊施工。

  5、控頂距要求:錨杆最大控頂距雙排掘進不大於2.4米,單排不大於1.4米;最小控頂距:不大於0.6米;雙排掘進時有效錨索距工作麵最大距離不超過4.5米,單排不超過3.4米;進行巷道超前支護後,及時打錨杆,對巷道頂板進行有效支護和控製。

  6、驗收製度:每次臨時支護後,都必須經班長和驗收員檢查合格後方可進入下一道工序。

  附:

  主斜井臨時支護示意圖(前探梁)

  巷道最大和最小控頂距平麵和剖麵示意圖

  二、臨時支護

  采用采用錨梁網、錨索聯合、噴作為臨時支護,封閉性噴漿,厚度50mm。錨杆間排距為800mm×800mm,三花布置,錨杆錨固力不得低於50KN。網片搭接100mm。

  (一)錨杆施工工藝流程:

  1、頂錨杆施工工藝:安全檢查→敲幫問頂→定鑽孔位置→先用1000mm/1200mm/1500mm中空六方鑽杆濕式打眼,再換用2500mm鑽杆施工到位→依次在鑽孔內放入一支MSK2335和一支MSZ2360錨固劑→鑽孔內放入錨杆,並用錨杆頭部把錨固劑推入孔底→用錨杆攪拌器連接頂鑽機與錨杆→攪拌錨固劑至錨杆錨固後停止攪拌,取下鑽機→施工下一根錨杆→待錨杆錨固穩定後用力矩扳手或汽板機將錨杆預緊到設計要求。

  2、幫錨杆施工工藝:安全檢查→敲幫問頂→定鑽孔位置(正常情況下先施工幫部第二根錨杆,如幫部煤體酥軟時從上往下依施工)→先用1000mm中空麻花鑽杆濕式打眼,再換用2400mm中空麻花鑽杆施工到位→依次在鑽孔內放入一支MSK2335和一支MSZ2360錨固劑→鑽孔內放入錨杆,並用錨杆頭部把錨固劑推入孔底→用錨杆攪拌器連接幫鑽機與錨杆→攪拌錨固劑至錨杆錨固後停止攪拌,取下鑽機→施工下一根錨杆→鋪網、在錨杆頭部依次套上鋼帶托盤、鐵餅、球墊、螺絲(也可在錨固錨杆時直接將網壓好)→聯網→待錨杆錨固穩定後用力矩扳手或汽板機將錨杆預緊到設計要求。

  (二)采用PZ-5B型噴漿機進行噴漿工作

  1、準備工作

  ⑴檢查錨杆、網片安裝是否符合設計要求,發現問題應及時處理。

  ⑵清理噴射現場的矸石雜物,接好風、水管路,輸料管路要平直、不得有急彎,接頭要嚴密、不得漏風,嚴禁將非抗靜電的塑料管做輸料管使用。

  ⑶檢查噴漿機是否完好,並送電空載試運轉,緊固好摩擦板,不得出現漏風現象。

  ⑷噴射前必須用高壓水衝洗岩麵,在巷道拱頂和兩幫拉繩並要安設噴厚標誌。

  ⑸施工人員要佩戴有效的勞保用品。

  2、噴射混凝土的工藝要求

  噴射順序為先牆後拱,從牆基開始自下而上進行,噴槍頭與受噴麵應盡量保持垂直。噴槍頭與受噴麵的垂直距離以0.8~1.0m為宜。

  人工攪料時采用潮拌料,水泥、砂和石子應清底並翻拌三遍使其混合均勻。

  噴射時,噴漿機的供風壓力為0.4MPa,水壓應比風壓高0.1 MPa左右,加水量憑射手的經驗加以控製,最合適的水灰比是在0.4~0.5之間。噴射過程中應根據出料量的變化,及時調整給水量,保證水灰比準確,要使噴射的濕混凝土無幹斑、無流淌、粘著力強、回彈料少。一次噴射混凝土達到設計要求。

  3、噴射工作

  噴射工作開始前,應首先在噴射地點鋪上舊皮帶,以便收集回彈料。若噴射地點有少量淋水時,可以適當增加速凝劑摻入量;若出水點比較集中時,可設導水管,將水排出後再噴漿。噴射工作結束後,應立即收集回彈物,並應將當班拌料用淨。當班噴射工作結束後,必須卸開噴頭,清理水環和噴漿機內外部所有灰漿或材料。噴射混凝土回彈率不得超過15%。

  開機時必須先給水,後開風,再開機,最後上料;停機時,要先停料,後停機,再關水,最後停風。噴射工作開始後,嚴禁將噴頭對準人員。噴射中突然發生堵塞故障時,噴射手應緊握噴頭並將噴口朝下。

  噴射質量:

  噴射前必須清洗岩幫,清理浮矸,噴射均勻,無裂縫,無“穿裙、赤腳”。

  (三)施工技術組織措施

  1、施工前應將所用支護材料及工具準備齊全。

  2、超前支護架設好後,由班長組織人員進行敲幫問頂,然後再開始臨時支護。臨時支護由班長統一指揮,若幹名支護工協作進行。

  3、各工種必須嚴格執行本工種《01manbetx 》及《崗位作業標準》、《煤礦安全規程》。

  4、施工過程中,發現頂、幫及迎頭隱患及時將作業人員全部撤出,處理隱患後再行作業,防止出現意外02manbetx.com 傷人。

  5、上尺上線標定錨杆眼位置。

  6、錨杆眼方向與層麵夾角嚴格按設計角度布置。

  7、頂幫錨杆應緊跟掘進迎頭及時支護;井筒施工過程中存在頂幫不能對齊的情況,可根據現場實際情況空幫不足幫錨杆設計排距時可下一排施工。

  8、在煤、岩體鬆軟可錨時,采用打超前臨時錨杆(玻璃鋼錨杆或高強錨杆)進行超前臨時維護。

  9、安裝錨固劑時,頂、幫錨杆各安裝兩支,先放入一支MSK2335錨固劑,再放入一支MSZ2360錨固劑;錨索安裝三支,先放入一支MSK2335錨固劑,再放入兩支MSZ2360錨固劑。

  10、頂錨杆的技術要求:鑽孔眼深2300mm,允許偏差0- +50mm;錨杆錨固力不小於50KN,預緊力不小於500N·m,錨杆外露不大於50mm;錨杆排間距允許偏差±100mm;頂錨杆與頂板角度為90°,允許偏差±15°。

  11、幫錨杆的技術要求:鑽孔眼深2300mm,允許偏差0- +50mm;錨杆錨固力不小於50KN,預緊力不小於500N·m,錨杆外露不大於50mm。幫錨杆排間距允許偏差±100mm;幫錨杆與幫角度為90°,允許偏差±15°。

  12、錨杆施工機具:頂錨杆鑽眼機具為MQT-120/130型風動錨杆鑽機(接風水);幫錨杆鑽眼機具為35/50型風動錨杆鑽機(接風水);頂鑽頭采用φ30mm合金鋼鑽頭;幫鑽頭采用φ30mm中空煤鑽頭;頂鑽杆采用中空六方鑽杆濕式鑽眼,幫鑽杆采用中空麻花鑽杆濕式鑽眼,頂鑽杆長度為1000mm、1200mm、1500mm;幫鑽杆長度為1000mm、2400mm;BK-42型氣扳機、MC-500扭矩扳手;LDZ-200錨杆拉力計。

  13、網與網之間搭接不小於100mm,聯網間距不大於300mm,采用雙股16#條絲聯接牢固,網片鋪設要求拉直拉緊。

  14、掘進時造成巷道超高或超寬補打錨杆規定:

  14.1當井筒超寬頂錨杆距幫超過600mm時,采取補打單體錨杆配W鋼帶托盤的方法加強支護;當井筒超高幫最上一根錨杆距頂超過600mm時,采取補打單體錨杆配W鋼帶托盤的方法加強支護;幫最下一根錨杆距底超過800mm時,采取補打單體錨杆配W鋼帶托盤的方法加強支護。

  14.2當井筒超寬中線至任何一幫超過設計寬度1.0m時,頂部采取補打單體錨索的方式加強支護,補打錨索與原設計錨索間距不超過2.0m。

  15、特殊地質條件下的處理:

  15.1 如遇頂板不完整,W鋼帶無法緊帖頂板時,可采用單體錨杆配W鋼帶托盤護頂,每排采用6根單體錨杆,間距縮小為0.9m。

  15.2 如遇片幫嚴重,超挖大於500mm時,可采用W鋼帶緊靠一幫施工,在另一邊補打一根單體錨杆,采用W鋼帶托盤。

  15.3 遇特殊地質條件(如斷層、破碎帶、陷落柱等),應及時向技術部門反映,及時製定措施,確保巷道施工安全。

  16、井筒停掘時技術措施:

  16.1 井筒停掘時間達到一個小班時,巷道永久支護必須緊跟工作麵迎頭,且控頂距不超過600mm。

  16.2 井筒停掘前錨索必須施工到位、安裝合格達到設計要求。

  16.3 如出現煤岩鬆軟、破碎時,必須及時施工臨時錨杆進行護頂、護幫,嚴禁留傘簷。

  16.4 井筒停掘時間達到或超過24小時,按各頭麵相應的停產安全技術措施執行。

  17、井筒掘進過程中,遇地質構造時錨杆支護技術措施:

  17.1當井筒掘進過程中,遇地質條件發生變化,如煤層變軟、變酥、頂板淋水增大,瓦斯湧出增大,煤層節理、裂隙發育等情況時,必須增加錨索布置,錨杆按縮小排距到800 mm進行支護。

  17.2 井筒掘進過程中,遇斷層、陷落柱等地質構造時,根據現場實際情況另行製定安全技術措施,並對地質構造區段前後10米範圍內的巷道頂板進行補強,補強方式為縮小排距並補強錨索,錨杆排距縮小為800mm,錨索采用2—2—2或2—1—2布置,施工工序為單排掘進,當幫部遇矸硬幫鑽不能施工時,采用YT—7655型風鑽打眼幫;鑽頭為φ30mm“一字”鑽頭;錨固方式采用樹脂加長錨固,采用兩支錨固劑,一支為K2335,一支為Z2360,確保能滿足實際需要。

  18、錨杆托盤必須緊貼岩麵,局部頂幫破碎、煤體鬆軟造成錨杆超長托盤不能緊貼壁麵時,可在原支護的情況下墊1個原錨杆鐵餅或開口鐵餅,也可墊1-2個柱帽。

  19、井筒在掘進過程中如遇頂板嚴重破碎,現場留不住頂煤,應及時向相關科室彙報,並經技術室同意後,需要沿煤層頂板掘進時,在爬頂或臥底前後10米區段範圍內,井筒頂板采取補強措施,補強方式為縮小排距並增打錨索,錨杆排距縮小為800mm,錨索采用2—2—2或2—1—2布置,確保能安全順利通過該區段。

  20、為進一步提高掘進效率,人員在施工臨時支護錨杆時,施工人員可以在永久支護下施工其它幫錨杆或補打其它永久支護下錨杆、清矸等工作。

  25、驗收員要嚴格按工程質量標準進行驗收,嚴把工程質量關,發現問題,必須及時進行處理後,方可進入下一道工序。

  (三)可錨性試驗

  1、施工過程中每掘進20m,或遇煤、岩層變軟變酥,頂板淋水、瓦斯增大,煤層節理裂隙發育,片幫等情況,必須進行可錨性測試。

  2、試驗采用φ22-M24-2400mm高強錨杆,使用一支K2335錨固劑。

  3、每組試驗布置三根,分別安設在巷道頂板和巷幫中部。

  4、錨杆拉拔力≥85KN即為可錨,小於85KN即為不可錨,不可錨時必須采用架棚支護(另行製定安全技術措施)。

  5、測試完畢,應填寫測試記錄表,測試結果要及時生產調度管理部。

  第二節 支護方式

  1、永久支護:根據主斜井設計圖紙(S1075-111G1-1平剖麵圖)支護形式分為兩種:設計表土+基岩風化帶井壁結構采用鋼筋混凝土,其餘為素混凝土支護。

  設計圖中所標其長度暫定為①-④段92.62m為鋼筋混凝土支護(含明槽段),④-⑦段168.15m為素混凝土支護。施工時可根據表土及基岩風化帶厚度作適當調整,且必須延伸至穩定基岩5m以上,其餘采用素混凝土支護。躲避硐為素混凝土支護。

  2、鋼筋綁紮工藝

  鋼筋在地麵加工,橫筋要按設計曲率半徑彎成弧形,對彎曲和生鏽的鋼筋先在地麵調直、除鏽,鏽蝕嚴重或帶有油脂的鋼筋不得使用。

  按設計要求的規格、數量、間距布筋(見《主斜井表土段配筋圖》),誤差必須符合質量標準的有關要求;綁紮鋼筋時,不得歪斜或錯上錯下的現象,鋼筋結點要綁紮拉緊。

  根據圖紙設計要求,螺紋鋼筋φ20鋼筋間排距300×300mm,搭接長度不小於700mm;綁紮、搭接位置錯開700mm,同一截麵內鋼筋接頭率不應大於50%,鋼筋外保護層和內保護層厚度要嚴格按照要求預留,不得小於50mm,並不得有露筋現象。鋼筋綁紮任意一截麵內要求缺扣和鬆扣的數量不超過應綁紮量的10%,且不連續。構造筋規格:ф8圓鋼,連接內、外層鋼筋,每根長度300mm,間排距600×600mm。(附配筋加工圖)。

  3、鋼模板安裝工藝

  牆部;采用1500×300㎜鋼模板,拱部采用10#槽鋼作為模板。首先找中腰線固定內模腿镟胎,確保腿镟胎符合設計要求,然後邊加牆部模板邊澆築;拱部:采用10號6米槽鋼作為模板,待牆部混凝土凝固後再支拱部镟胎,采用邊加模板邊澆築。

  注意事項:1、镟胎在每次使用前要檢查規格是否符合設計。2、固定完镟胎時要進行尺寸檢查,在符合要求時方可實施下道工序。

  牆部镟胎加固:首先提前將支架基礎部分用混凝土澆築,镟胎支架與鋼骨架

  采用Ф18㎜鋼筋連接固定。

  拱部:拱部镟胎用連接絲與腿部連接,镟胎之間用寸半連接管或18鋼筋連接

  4、混凝土澆築工藝

  (1)混凝土施工采用邊支邊澆築的方法,混凝土每澆築300㎜便振動一次。振動要均勻,責任到人,遵守“快插慢提、深度適宜、分層澆築、振搗均勻的原則”保證質量,消滅蜂窩、麻麵。

  (2)混凝土運輸與上料,采用HBT50C-1413型混凝土輸送泵,通過一趟直徑159㎜鋼管向工作麵輸送上料;或采用鏟車送料、人工上料完成砼的澆注。

  (3)混凝土的攪拌,地麵攪拌混凝土時嚴格按照混凝土配合比設計配料拌合,而且攪拌要均勻適度;

  (4)混凝土的養護:混凝土澆築拆模後10~20h開始灑水養護,並持續7~14天。

  (5)進入春天施工,暫時不考慮冬季施工措施。

  (6)保證混凝土入模溫度和養護溫度不低於攝氏5度,以保證工程質量。

  (7)修補:混凝土澆築過程中,混凝土表麵如果出現了缺陷,必須進行修補。修補前必須用鋼絲刷或加壓水清除缺陷部分,或鑿去薄弱的混凝土表麵,用水衝洗幹淨,采用符合要求的修補材料進行修補,直到符合規範要求為止。

  5、施工質量規定

  要嚴格按照《煤礦井巷工程質量驗收規範GB50213-2010》規定施工,各分項質量允許偏差如下表:

  1.2錨杆錨固力的抽檢:

  巷道掘進施工過程中,按不小於1%的比例和不大於兩天的時間間隔對永久支護錨杆的錨固力進行抽檢。抽檢時隻做非破壞性拉拔,達到50kN為合格,一旦發現不合格錨杆,必須在其托板上注明“補打”字樣,要及時補打合格錨杆,

  1.3錨杆預緊力矩抽檢:

  巷道掘進施工過程中,安排專人按不小於3%的比例和不大於兩天的時間間隔用力矩示值扳手對錨杆螺母預緊力矩進行抽檢,達50N·m為合格。一旦發現不合格錨杆,要及時重新擰緊螺母,如預緊力矩不能達到要求,必須在其托板上注明“補打”字樣,並及時補打合格錨杆。

  1.4錨索預預緊力矩抽檢:

  ⑴、采用錨索張拉設備對所有錨索進行預緊力矩檢查。

  ⑵、要求頂錨索預應力達到≮250KN,幫錨索預應力達到≮150KN。

  ⑶、巷道掘進施工過程中,由專人對錨索預應力進行檢查,漲拉過程中一旦發現不合格錨索,必須在其周圍400mm範圍內補打合格錨索,檢查時要現場做好記錄,上井後報交技術室。

  第七章 通風工作

  第一節 風量計算

  1、風量計算:

  按晉煤集通字(2007)第116號文《晉城煤業集團礦井風量計算方法》執行。根據礦方擬定的通風方案,采用全負壓通風方式。主斜井安裝兩台15千瓦抽風機,一台使用一台備用;通常情況下可單機運轉,確保主斜井施工用風。為確保通風質量,滿足施工要求,井下廢棄巷道需密閉封嚴處理(封閉措施另行編製)。

  1)按掘進工作麵同時工作的最多人數計算:

  Q1=45N (m3/min )

  式中:Q1-工作麵所需風量,

  N-工作麵同時工作的最多人數。取45人;

  《規程》規定,井下每人每分鍾的供風量不得小於4 m3。

  代入上式得:

  Q1=4×45=180 m3/min

  2)按瓦斯湧出量計算:

  Q2=100×q×k (m3/min )

  式中: q-掘進工作麵沼氣絕對湧出量.單位: m3/min;

  k-瓦斯湧出不均衡係數,取k=1.6。

  本礦井為低瓦斯礦井,掘進工作麵風量計算時,瓦斯絕對湧出量暫按0.5m3/min,代入上式得:

  Q2=100× q×k

  =100×0.5×1.6

  =80 m3/ min

  3)按最低風速計算:

  Q3=0.25×60S (m3/min)

  S-主斜井S=23.11m2。

  代入上式得:

  Q3=0.25×60S

  =0.25×60×23.11=346.65m3/ min

  4)按炸藥量消耗計算:

  Q4=25×A (m3/min)

  式中:Q4-吹散炮煙所需風量m3/min

  25-每千克炸藥爆炸不低於25 m3 的配風量。

  A-每次爆破所用的炸藥用量,此處取19.8Kg。

  Q4=25×A

  =25×19.8=495m3/min)

  2、局扇、風筒的選擇

  1)局部通風機吸風量的確定;

  Qf=Qj/(60×φc)

  =495/(60×90%)

  =9.16m3/S =550(m3/min)

  式中:Qf-為局部通風機吸風量, m3/ S

  Qj-為掘進工作麵需要風量, m3/ min

  Φc-風筒有效風量率,% 取Φc=90%

  2)根據局部通風機吸風550m3/ min ,每個掘進工作麵選用兩台FBD No8/2×15 型對旋風機,一台運行,一台備用。 額定供風量為280-430m³/min.

  3)導風筒采用抗靜電、阻燃風筒,直徑為800㎜。風筒要吊掛平直,拐彎時使用特製的龍骨風筒保證風流暢通。風筒出風口距工作麵距離不得超過5m。

  3、 風量驗算

  1)按最低風速驗算;

  岩巷或半煤岩巷工作麵最低風量為:

  Q≥q×S m3/min

  式中:q-半煤岩巷掘進工作麵最低風速的換算係數,取q=15.

  S-掘進膠帶巷斷麵. S =16.89㎡

  帶入計算得;

  Q =15×16.89 =253.35(m3/min)。

  2)按最高風速驗算;

  半煤岩巷掘進工作麵最高風量;

  Q≤24×S m3/min

  式中;24-半煤岩巷掘進工作麵最低風速的換算係數,

  S-掘進斷麵麵積;S=16.89㎡

  帶入計算得;

  Q <24×16.89=405.36(m3/min)

  3)按有害氣體濃度驗算;

  回風流中瓦斯或二氧化碳濃度不得超過1%,即

  Q=P瓦/Q掘≤1%

  式中Q-掘進工作麵需要風量,m3/min。

  P瓦-瓦斯絕對湧出量,m3/min。

  帶入計算得;

  Q掘≥P瓦/1%=0.5/0.01=50(m3/min)。

  掘進工作麵風量386m3/min滿足上述3個條件,選用FBD No8/2×15型防爆對旋風機合理。

  第二節 壓風

  掘進工作麵的壓風風源由地麵壓風機統一供風,井筒內鋪設4寸鋼管向井下送風,距工作麵30m時設分風器,利用膠管接到工作麵用風設備上。

  壓風係統:地麵壓風機房→井筒→工作麵

  第三節 防塵

  防塵水源來自地麵,井筒內鋪設2寸鋼管向井下供水,距工作麵30m時設分水器,利用膠管接到工作麵用水設備上。

  井筒內每50m設一個三通供衝洗巷道使用。

  采用濕式打眼;爆破前要對工作麵20m範圍內的巷道進行衝洗,爆破後出碴前要對矸石灑水降塵;放炮使用水炮泥。距工作麵50m處、距回風口20m處各設一道能封閉全斷麵的常開水幕。

  下井職工要按規定配戴防塵口罩。

  防塵係統

  -地麵→主斜井井筒→工作麵→

  ┌→風鑽、錨杆鑽機

  ├→巷道內水幕

  ├→排矸灑水

  ├→裝水炮泥水針

  └→衝刷岩幫水管

  第三節 防滅火

  井筒掘進采用風鑽濕式打眼、噴漿或混凝土支護、爆破噴霧降塵,防火的重點是防設備、電纜線和人為火災。滅火方法一般采用黃土、砂和水直接滅火;電器設備用黃土、砂滅火,嚴禁用水滅火。

  電器設備實現“三無”,杜絕“失爆”。

  遇火災時,應視火災性質、災區通風和瓦斯情況,立即采取一切可能的方法直接滅火,控製火勢。電氣設備著火時,應首先切斷電源,在切斷電源之前,隻準用不導電的滅火器材進行滅火。滅火過程中,必須由班長統一指揮,在通風、安監人員的監督、監護下進行,並有指定專職瓦斯檢查工檢查有害氣體和風向、風量的變化,采取防止人員中毒的措施,同時立即彙報調度室。如果控製不住火勢,所有人員要戴上自救器,向進風方向迅速撤離。滅火、撤離過程中所有人員必須聽從瓦斯檢查工的指揮。

  第四節 安全監控

  一、便攜式甲烷報警儀的配備和使用

  1、隊長、技術員下井時必須攜帶便攜式甲烷報警儀,對其分管範圍內的甲烷進行不間斷的監測,如有報警現象(甲烷報警點為1﹪)必須進行處理。

  2、爆破工下井擔任爆破工作時,必須攜帶便攜式甲烷報警儀,在爆破地點每次爆破時進行“一炮三檢”工作,並做好記錄。

  3、當班的班組長下井時必須攜帶便攜式甲烷報警儀並把常開的報警儀懸掛在掘進工作麵5m範圍內無風筒一側,當報警時,停止工作,進行處理。

  4、機電電鉗工下井擔負機電維修工作時,必須攜帶便攜式甲烷報警儀,在檢修工作地點20m範圍內檢查瓦斯濃度,有報警現象時,不得通電或檢修。

  二、甲烷傳感器及甲烷斷電儀的配備和使用:

  1、掘進工作麵甲烷傳感器安設在距工作麵不大於5m的巷道內(回風流中甲烷傳感器安設在距回風口10m的回風流中),其報警濃度為1.0﹪CH4,斷電濃度為1.5﹪CH4,複電濃度為1.0﹪CH4,斷電範圍為掘進巷道內全部非本質安全型電器設備。

  2、甲烷傳感器應布置在巷道的上方,垂直懸掛,距頂板不得大於300mm,距巷幫不得小於200mm。

  三、局部通風要實現“三專”(專用變壓器、專用電纜、專用開關、實現風電、瓦斯電閉鎖和“雙風機、雙電源”,並能自動切換。

  第八章 供電、供水、排水、供風設備及能力

  第一節 供電

  1、 井下動力電源來自地麵1號變壓器,局部通風機雙電源分別來自地麵2號和3號變壓器。

  各種電氣設備的選型、電壓等級、電器保護整定和開關、電纜的配備必須由專職電鉗工嚴格按計算的數據值進行選用、調整,任何人不得隨意更改。

  2、電纜敷設:

  電纜敷設在巷道右幫,距底板高度不小於1.8m,懸掛點間距1.5-2m,並成一直線,電纜掛鉤采用專用鉤,每隔20m進行加固一次。

  第二節 供水

  1、供水方式:靜壓式供水。

  2、供水壓力:>1.5Mpa。

  3、需用水壓:不小於1.2Mpa。

  4、管路敷設:供水管路(規格為DN100mm的鋼管)一趟敷設在巷道一幫,並成一直線,每隔20m進行加固一次。

  5、供水線路:主斜井供水管→工作麵

  第三節 排水

  預計鑿井期間的湧水量小於5m3/h。

  故有原來井筒巷道,即使巷道有少量滲水也會借助原來巷道順流而下,堵截水流困難,因此在主斜井擴巷期間暫不考慮排水係統。

  擴巷期間如遇大量湧水、滲水時,將立即安裝排水設備。並補編《排水安全技術措施》

  第四節 供風

  1、供風方式:地麵HPY21-15/7-K型空氣壓縮機供風。

  2、供風風壓:>0.5MPa。

  3、需用風壓:不小於0.5MP。

  4、管路敷設:管路(規格:DN100mm)敷設在巷道一幫,並成一直線,每隔20m進行加固一次。

  5、供風線路:主斜井供風管路→工作麵。

  第十一章 主要安全技術措施及避災路線

  第一節 預防冒頂堵人安全技術措施

  1、進入工作麵開工前,班長、安檢員必須檢查巷道支護情況,發現問題及時處理,確認安全後,在開工護照上掛牌後方可開工。

  2、進入工作麵作業前,必須先敲幫問頂,敲幫問頂必須使用配備的專用工具,人員站在永久支護下進行,並事先清理好安全退路。

  3、嚴禁超空頂作業、嚴禁在空頂下作業。

  4、注意觀察,搞好巷修,發現巷內有失效支護時,要及時進行補打錨杆(錨索)加強支護,對於局部礦壓顯現較明顯的區域可及時支設點柱(貼幫柱或中柱,點柱采用液壓單體柱)。

  5、遇小型斷層等異常情況,不能確保安全生產,應根據現場情況補充編製有效可靠的安全技術措施。

  6、發生冒頂堵人02manbetx.com 時,應明確下列要求:

  6.1 探明冒頂區範圍和被埋壓、堵截的人數和位置。

  6.2 及時恢複冒頂區的正常通風,如暫時不能恢複時,應利用水管、風管等對埋壓、堵截的人員輸送新鮮空氣。

  6.3 處理中,必須始終堅持由外向裏,加強支護,防止二次冒頂。必要時,可開掘通向遇難人員的專用巷道。

  6.4 遇有大塊岩石威脅遇難人員時,可使用千斤頂等工具移動石塊,但應盡量避免破壞冒落岩石的堆積狀態。

  7、發生冒頂堵人02manbetx.com ,要及時彙報礦調度室和隊值班室,並積極組織搶險。

  第二節 預防透水事故安全技術措施

  1、施工人員要掌握透水預兆(工作麵掛紅、掛汗、空氣變冷、出現霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂板來壓、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、水色發渾、有臭味等),並按照《煤礦安全規程》第266條執行。

  2、施工中,時刻注意工作麵水情變化,發現問題要及時彙報,待查明原因,製定可靠的安全技術措施後再向前掘進。

  3、巷道在掘進過程中應在低窪處施工水窩,安設水泵等排水係統,確保排水係統正常工作以便及時排出巷道積水。排水配套設施提前下至工作麵,隨巷道掘進向前鋪設。

  4、排水設施應列入檢修計劃,保證正常啟動排水。

  5、掘進過程中如出現淋水增大時,要及時向地測部門彙報,進行鑽探,以防透水事故發生。

  6、針對地質說明書中提出的受承壓水威脅情況,應準確掌握巷道施工距離,施工到此位置時,要密切關注工作麵水情變化情況,並提前完善排水係統,必要時在此位置施工標準水窩,如湧水增大現場無法正常組織施工,要製定專項補充措施,確保巷道能安全順利通過。

  7、掘進過程中要堅持“有掘必探、先探後掘”的原則。

  第三節 預防瓦斯積聚安全技術措施

  1、嚴格執行瓦斯檢查製度,瓦斯檢查員每班至少2次到工作麵檢查瓦斯,並及時了解工作麵有害氣體狀況,爆破工要做到“一炮三檢”並記錄好,班組長利用便攜式甲烷檢測報警儀每2小時檢查一次沼氣濃度,堅決做到瓦斯超限不作業。

  2、爆破地點附近20m內風流中的瓦斯濃度達到1﹪時,嚴禁爆破。掘進工作麵風流中瓦斯濃度達到1.5﹪時,必須停止工作,撤出人員,切斷電源,進行處理;電動機或開關地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.5﹪時,必須停止運轉,撤出人員,切斷電源,進行處理。掘進工作麵內,體積大於0.5m3空間內積聚的瓦斯濃度達到2﹪時,附近20m內,必須停止工作,撤出人員,切斷電源進行處理。

  3、嚴格執行打眼,裝藥、封泥的規定。

  4、對發生冒頂的地點,要及時采取充填或導風措施。防止有害氣體積聚,並將處理結果記入專用記錄本中備案。

  5、掘進工作麵供電必須實現風電、瓦電閉鎖裝置。

  第四節 預防火災安全技術措施

  1、加強供電管理和設備管理,保證電氣設備完好,各保護裝置齊全有效動作靈敏可靠,防

  止電氣火花產生,嚴禁明火操作,杜絕失爆,杜絕各種火源。

  2、所有電氣設備下井前,機電部門要進行檢查,無防爆合格證的嚴禁下井。電氣設備使用前,操作人員要認真檢查,發現有失爆或其它不完好情況,不得使用。

  3、裝卸錨杆、軌道等鐵器時,要輕拿輕放,放下一頭再慢慢放另一頭,嚴禁亂扔,防止撞擊產生火花。

  4、下井人員要攜帶自救器,並掌握其使用方法。

  5、井下一旦出現火災,現場人員首先要向調度室、值班室彙報清楚火災性質、地點、火勢情況,同時要組織現場人員利用滅火器材進行滅火,電氣設備著火時,首先切斷電源,切斷電源前隻能用不導電的滅火器材進行滅火。

  6、如火災無法撲滅時,要立即通知現場人員及受火災威脅地點人員迅速按避災路線撤退,同時向調度室、值班室進行彙報。

  7、發生火災、瓦斯事故時要聽從指揮,佩戴好自救器,按避災路線迅速撤退。

  第五節 防止片幫傷人安全技術措施

  1、每次割完煤後,班組長要安排有經驗的老工人進行敲幫問頂,敲幫問頂必須使用配備的專用工具,人員站在永久支護下進行,並事先清理好安全退路,應將工作麵迎頭、頂板及兩幫的活矸活炭全部處理掉,確認無隱患後,方可進入下一道工序。

  2、施工過程中要密切注意迎頭及兩幫煤體整體情況,如發現有安全隱患,應及時將施工人員撤出工作麵,班組長應派有經驗的老工人重新進行敲幫問頂,處理活矸活炭,待確認無隱患後,方可恢複作業。

  3、頂幫支護人員嚴禁站在空頂下作業,施工前一定要確認臨時支護的完好,所架設的臨時支護必須保證有效可靠。

  4、兩幫在打錨杆過程中為了防止發生片幫傷人事故,正常情況下幫錨杆的施工順序應為先施工幫2或幫3錨杆,再施工幫1錨杆,最後施工幫4錨杆,如幫部破碎嚴重,應從上往下依次施工,頂、幫錨杆在施工完後要及時預緊。

  5、施工頂錨杆過程中,人員要麵朝工作麵迎頭,禁止背對工作麵,同時要密切注意兩幫煤體完好情況,頂幫在施工過程中,要加強互保意識,無論頂施工人員還是幫施工人員一旦發現對方有片幫趨勢,要及時通知其停止作業,處理隱患,確認安全後方可恢複作業。

  第六節 綜合防塵安全技術措施

  1、在距離工作麵迎頭不超過50m內安設淨化水幕,淨化水幕的供水壓力不得低於0.7MPa,

  2、掘進巷道內要設防塵管路,防塵三通間距不得超過50m,所有轉載點安設轉載噴霧,操作閥門必須安設在方便人員操作的地點,手輪、手把必須齊全可靠、便於開啟,轉載點供水壓力不得小於0.7MPa,轉載點噴霧必須固定正確位置,霧化良好,罩住落煤點,並在生產過程中正常使用。

  3、打錨杆眼必須實施濕式鑽孔。

  4、加強個體防護,所有接觸粉塵人員必須佩戴防塵口罩。

  5、加強通風管理,減少漏風,保護好通風設施。

  6、定期衝洗巷幫。

  7、工作麵50m範圍內防塵管路必須安設壓力表。

  第七節 皮帶使用安全技術措施

  一般規定

  司機必須熟悉皮帶運輸機性能構造及原理通曉本01manbetx ,熟悉本崗位標準.會維護保養皮帶運輸機,熟悉生產過程,經過培訓考試合格,持證上崗。

  任何人不得坐皮帶,不準用皮帶運輸設備和物料。

  機頭應有消防滅火器及規定的消防設施,並保持完好。

  電動機開關附近20米以內風流中瓦斯濃度達到1.5%時,必須停止運轉,切斷電源,進行處理。

  多台運輸機連續運行,在未實現集中控製時,應按逆煤流方向逐台開動,依次按順煤流方向依次停車。

  準備檢查與處理

  準備

  1).工具、扳手、錐子、手錘、鐵鍬等。

  2).備品配件與材料、螺絲、皮帶卡等。

  2. 檢查與處理

  1).機頭、機尾及整台運輸機範圍支護完好、牢固、無浮煤、雜物,否則,必須經班長、支護工處理安全後,方準進行工作。

  2).將控製開關停電閉鎖然後對其它部位進行檢查。

  A.機頭及儲帶裝置所有連接件和緊固應齊全,牢靠。防護裝置齊全。

  B.減速器內油量適當不漏油。

  C.上、下托輥齊全轉動靈活。

  D.機尾滾筒轉動靈活軸承潤滑良好。

  E.皮帶機頭完好。

  F.皮帶無跑偏,鬆緊合適。

  G.電纜吊掛整齊。

  H.皮帶保護齊全完好。

  3)、 開機時,發出開機信號,讓人員離開傳動部位,先點動二次,再轉動一周然後檢查下列各項:(1)各部件運轉聲音是否正常,皮帶有無跑偏打滑跳動或刮卡現象,皮帶鬆緊是否合適;(2)控製按鈕、信號是否靈敏可靠。

  三、操作及其注意事項

  1、司機必須確認信號,按規定信號開、停帶式運輸機,每次啟動前,必須先發出信號,通知人員離開帶式輸送機動部位,然後點動二次,再正式運行,未使用集中控製的多台帶式輸送機聯合運轉時,應按逆煤流方向逐台起動。

  2、不準超負荷強行起動,發動悶車時,先起動兩次(每次不超過15秒)仍不能起動時,必須卸掉輸送機帶上的煤,待正常運轉後,再將煤裝上輸送帶運出。

  3、在運轉過程中隨時注意情況,經常檢查電動機減速器、軸承的溫度,傾聽各部位運行聲音,清理機頭、機尾的煤塵、清理機身下積煤、矸石及雜物,保證正常灑水噴霧。

  4、發現下列情況時必須停機妥善處理後,方可繼續運行。

  1).輸送帶跑偏、撕裂、接頭卡子斷裂。

  2).輸送帶打滑或悶車。

  3).電氣、機械部件溫度升超限或運轉聲音不正常。

  4).輸送帶上有大塊煤、長材料等。

  5).危及人身安全時。

  6).信號不明或下台輸送機停機時。

  5、處理輸送機帶跑偏時嚴禁用手、腳及身體的其他部位直接接觸輸送帶。

  6、輸送帶運轉時,嚴禁清理機頭、機尾滾筒及附近的煤粉,不允許拉動輸送機帶的清掃器。

  7、在帶式輸送機上檢修處理故障或做其它工作時,必須閉鎖本機的控製開關,掛上“有人工作,不準合閘”的停電牌,除了處理故障,不許開倒車運轉,嚴禁站在帶式輸送機上點動開車。

  8、在檢修煤倉上口的機頭卸載滾筒部位時,必須將煤倉上口擋嚴。

  9、除了控製開關的接觸器觸頭粘住外,禁止用控製開關的手把直接切斷電動機。

  10、皮帶輸送機的延長。

  1)開動輸送機將煤運淨,將漲緊開關打倒鬆的位置,啟動開關鬆帶。

  2)給機尾打信號掛帶,拉帶,將皮帶掛直後,給機尾打信號停拉(機尾人員將H架,連接杆上下拖滾加齊,在機尾兩邊各打一根戧柱,戧柱必須用鐵腿或直徑不小於200毫米的圓木或液壓單體柱)。

  3)聽到機尾發出的開機信號時,起動漲緊絞車將皮帶漲緊,按程序起動皮帶輸送機。

  4)緊帶鬆帶時,必須二人進行一人看漲緊開關,一人看護漲緊繩,皮帶小車,有異常時,如出現小車掉道,咬繩等應及時將漲緊開關斷開,看護時,嚴禁將手伸近轉動部位。

  四、收尾工作

  1、班長發出收工命令,將煤拉淨,上台輸送機停機後,將控製開關柄扳到斷電位置,鎖緊閉鎖杆。

  2、關閉機頭噴霧。

  3、清掃電動機減速器等部位煤塵。

  4、在現場向接班司機詳細交代本班運轉情況,出現的故障,存在問題,升井後按規定填寫運行日誌。

  皮帶司機、溜子司機必須站在運輸機側麵操作,嚴禁正對運輸交界處開運設備。

  第八節 溜子使用安全技術措施

  1、崗位司機必須持證上崗,操作時精力集中,並嚴格執行《01manbetx 》、《崗位作業標準》和《煤礦01manbetx 》,不得擅自離崗,並在現場進行交接班。

  2、溜子機頭、機尾要進行固定(固定方法:錨鏈加地錨固定,地錨規格:φ20mm×1000強力錨杆,錨鏈規格φ18mm×64mm),並保證牢固可靠。必要時將溜子機尾和最後一節溜槽固定在一起,以防拉翻機尾。

  3、對設備進行檢查、停機時,必須將控製開關手把打到“零位” ,並閉鎖。

  4、嚴禁使用溜子運送物料,嚴禁躺著開溜子。

  5、信號係統應靈活準確,操作按鈕靈敏可靠。

  6、司機必須按規定的信號(一聲停、二聲開)開、停設備。每次起動前司機應發出警報信號,警告人員離開機器轉動部分,等人員離開後,經兩次試驗性點動後,再正常起動運轉。

  7、開機中必須集中精力,做到手不離按鈕、眼不離機頭,發現問題,立即停機檢查處理。

  8、接槽、接鏈時人員要協調配合、口令一致,嚴防碰手碰腳。

  9、起吊機頭必須在支護完好地點進行,打起吊錨杆,並派專人觀山,並有安檢員現場把關,位置適當後,再進行穩固。

  10、處理刮板鏈跳牙時,必須用緊鏈器或手拉葫蘆上正。

  11、緊刮板大鏈時,必須掛雙鏈將上鏈固定牢固,堅持使用緊鏈器或手拉葫蘆,接鏈時,必須把開關手把打到零位。

  12、設備運行期間,司機不得從事清煤及其它工作。

  13、溜子機尾信號安設在距機尾不超過20米的安全地點。

  14、嚴禁跨越運行中的溜子,在人員經常跨越的地段要設置過橋。

  第九節 保證煤質、提高塊率的安全技術措施

  1、停機停水(遇煤濕時可不開轉載點噴霧),如有淋水要采取措施,保證水份不超過8%。

  2、雜物集中存放,專車回收,不準上皮帶。

  3、遇構造工作麵出現矸石時,要製定煤矸分裝分運措施。防止冒矸割底,保證灰份不超過21%,力爭18%,含矸率不超過3.0%。

  4、各轉載點加設緩衝裝置減少塊率損失。

  5、保證工作麵毛煤質量指標達到:含矸率≤3.0% 灰份≤21% 水份≤8% 塊 率≥53%

  第十節 錨杆巷道頂板監測安全技術措施

  1、為保證巷道施工安全,安裝頂板離層儀測試頂板岩層的位移值。

  2、離層儀的安裝方法和步驟:

  鑽孔:離層儀安裝位置距迎頭不大於1.5m,在巷道頂板中部,采用φ19mm中空六方接長式鑽杆,φ30mm鑽頭用錨索鑽機在巷道中間位置打垂直鑽孔,深度7.5m。

  深部基點:用安裝杆將深部基點錨固器推入孔中,直到孔底,抽出安裝杆後,用手拉一下測繩,確認錨固器已固定住。

  淺部測點:用安裝杆推入淺部基點錨固器至2.5m處,抽出安裝杆後,用手拉一下測繩,確認錨固器已固定住。

  孔口套管:安裝孔口套管,對準刻度,要求淺部基點刻度墜與孔套管下邊緣對齊,深部基點刻度墜與淺部基點刻度下邊緣對齊,然後將其繩卡卡死並截去多餘鋼繩。

  3、初始讀數:記錄初始讀數。

  4、安裝注意事項:

  頂板離層儀安裝位置距迎頭不大於1.5m,否則無法捕捉頂板離層的全過程。

  鋼繩應事先盤好,推入錨固器要逐卷展開,以防糾纏打結。

  推入錨固器時,安裝杆不能回拉,否則錨固器雙爪會從安裝杆上端的槽中脫出。

  淺部基點錨固器一定要準確到位,為此可提前在安裝杆上做好標記。

  安裝後,兩個刻度墜均應處於自由懸垂狀態,不得有任何卡阻現象。

  頂板離層儀安裝時,初始讀數不得超過10mm,外套管安裝淺部基點,內套管安裝深部基點。

  第十一節 鑽機的操作、使用及注意事項

  1、鑽孔前的準備:

  1.1 操作者必須熟練掌握鑽機的性能、使用方法注意事項,並能進行簡單的維修,方能進行操作。

  1.2 操作前,首先檢查該鑽機各零件是否齊全,緊固件是否鬆動。操縱機構是否靈活,動作是否準確無誤。在風水進口處檢查過慮網是否完好。

  1.3 外接風管和水管在接入鑽機前,必須清洗幹淨。接入鑽機時,要用U型肖卡緊,以防使用過程中脫落。鑽機開機前,所有的控製板機、板把都必須處於關閉狀態。

  1.4 壓縮空氣要保證清潔,幹燥,保證出口風壓不小於0.5MPa,流量為4.3m3/min。

  1.5 保證水源清潔,出口水壓不小於1.2MPa。

  1.6 每次開機前,一定要檢查並注滿進風口的注油器,保證氣腿在使用時正常潤滑。

  1.7 檢查鑽杆是否直,內孔是否暢通,鑽頭是否鋒利。

  2、鑽孔:

  2.1 空載試驗步驟

  將支腿控製扳把緩慢轉到開的位置,使支腿內部各級缸筒緩慢升出,待全部伸出後,將扳把轉到關的位置,各級缸筒應在自重下縮回。

  將馬達控製扳機緩慢壓下,使鑽機旋轉。同時將支腿控製扳把轉到開的位置使鑽機旋轉,與支腿內各級缸筒外伸應同時進行。

  將水控製扳把旋轉到開的位置,觀察鑽杆連接套處,是否有水流出。

  2.2 鑽孔

  將鑽杆插入鑽杆連接套中。先打開支腿控製閥,使支腿緩慢上升,在鑽頭接近頂板,打開馬達控製閥,使馬達慢速旋轉,然後將水控製閥打開。當鑽頭鑽進頂板約20mm左右,鑽機開眼成功。

  鑽機開眼後,將鑽機的旋轉速度和支腿的推進速度逐漸調到最大,以快速鑽進,但鑽進速度、推進力和旋轉速度必須與頂板的岩石硬度相匹配,以達最佳的鑽進效果。

  鑽完孔後,關閉支腿的控製扳把,支腿排氣,鑽機在自重作用下收回,此時,馬達緩慢旋轉帶著鑽機落下,然後再關閉氣馬達控製閥,再關閉衝冼水。

  如果鑽孔比較深,一次鑽孔不能到位,待鑽機降下後,再接上鑽杆,繼續向上鑽孔,直到鑽孔滿足所需要求為止。

  鑽完一孔後,將鑽機搬至所需孔位的正下方,按上述鑽孔方式繼續鑽孔,直到打完為止。

  3、注意事項:

  鑽進過程中,必須使旋轉速度和推進力相匹配,以求最佳鑽進效果,同時,防止卡鑽,損壞鑽杆、鑽頭等。

  鑽孔時,嚴禁在鑽機下襯墊木料,嚴禁用手觸摸正在旋轉的鑽杆,不能帶手套領鑽麻花鑽杆。

  當鑽機收縮時,手不要放在支腿上,以免擠手。

  鑽孔時,油霧器內必須有足夠的潤滑油。

  減速箱每隔半年拆洗一次,填入充足的潤滑油或潤滑脂。

  在風管和水管的接頭處,必須裝過濾網,否則不準使用,過濾網必須每8小時檢查一次。

  鑽孔結束後,所有的控製開關都必須在"關閉"位置。同時要將鑽機衝洗幹淨,遠離工作麵,靠巷幫放好,或平放在地上,不得隨意亂摔、亂砸,以免損壞鑽機。

  第十二節 頂板管理安全技術措施

  1、必須嚴格執行開工前和工作中的敲幫問頂製度。先頂後幫,工作必須由一名有經驗的老工人帶領,兩人進行,一人觀山,一人敲幫問頂,並且由外向裏逐段進行。確認無危險後,方準進入工作麵。割完煤進行敲幫問頂過程中,如發現頂板局部離層但人工又無法將其處理掉時,首先人員應全部退至工作麵外,機組開至工作麵采用機組截割的方式將其徹底處理後,確認安全後方可組織正常生產。

  2、遇有地質變化時,必須加強支護,及時改變支護方式。

  3、當掘進工作麵遇到下列情況之一時,必須立即停止作業,撤離所有受威脅的人員,並及時彙報礦調度室及有關單位:①頂板來壓,支護變形速度聚增;②瓦斯等有害氣體超限、溫度聚增聚減時;③工作麵遇有煤岩、湧水量增大或有透水預兆時;④巷道頂板離層嚴重等。

  4、掘進過程中,根據地質條件變化情況及可錨性試驗結果,分別采用以下支護方案:當煤質堅硬,頂幫穩定,整體性好,煤體可錨時,按正常支護方式進行施工;當地質條件發生變化時,如出現煤層變軟、變酥、頂板淋水加大、瓦斯湧出增大、煤層節理、裂隙發育、片幫嚴重、底鼓、頂板破碎等情況,煤體可錨時,按縮小錨杆排距為800mm、錨索排距1600mm進行施工,同時進一步觀測地質條件的變化情況及巷道的支護效果,若巷道支護效果仍然較差,立即與相關業務科室聯係,進一步確定合理的支護方式,到時另行製定安全技術措施。

  5、掘進工作麵後方所有巷道必須暢通無阻,支護完好。

  6、必須認真執行各種崗位責任製,嚴格現場交接班製度,按章作業,把好工程質量關,嚴禁任何人違章作業、空頂作業及冒險作業。

  7、嚴格執行《煤礦01manbetx 》第44條的規定。

  8、每班底所打錨杆進行非破壞性拉力試驗,對達不到要求的繼續抽查該排鄰近錨杆,並補打錨杆。做拉拔試驗時,千斤頂軸線方向嚴禁站人。

  9、每班施工前,必須認真檢查後部錨杆支護情況,發現錨杆失效時,應補打錨杆,發現頂板下沉情況嚴重,兩幫位移加大,要及時撤出工作麵全體人員,並采取在巷中補打錨索、支設貼幫柱或中柱等挽救措施。堅持由外向裏逐段修複,修複合格後,方可進入工作麵。

  10、當班發現的不安全隱患,當班必須處理完,如有特殊情況未能處理完時,必須由當班驗收員與下班驗收員現場交清情況,由下班繼續組織處理。

  11、錨杆托盤必須緊貼岩麵,局部頂幫破碎錨杆托盤不能緊貼壁麵時,可在原支護的情況下墊1個錨杆鐵餅或開口鐵餅,也可墊1-2個柱帽。

  12、工作麵掘進過程中發現頂板壓力較大、煤體破碎等異常情況時,現場跟班幹部、驗收員、安檢員根據條件變化情況要及時縮小排距及最大空頂距,必要時要采用三排錨索或五花錨索(2-1-2)進行加強支護。

  13、對已掘巷道壓力顯現明顯的地段要及時采取補打錨索或其他方式進行加強支護。

  第十三節 防止巷內產生靜電火花安全技術措施

  1、井筒及橫川開口和貫通3—5米處,頂幫使用絕緣塑料網進行全斷麵絕緣,防止產生靜電傳播。

  2、井筒掘進過程中每隔20米,頂幫使用絕緣塑料網進行全斷麵絕緣,防止產生靜電傳播。

  第十四節 支護器材使用安全技術措施

  1、支護器材必須嚴格按照第五章第二節的施工方法及設計的支護方式正常使用。

  2、支護器材要上架或底下墊襯木料進行碼放,嚴禁碼放在有淋水的地點,防止支護器材見水失效或性能達不到設計要求。

  3、對因特殊原因在井下存放時間過長,使用前要注意落實其有效期,如出現超出有效期的支護材料,嚴禁使用,並及時回收上井。

  4、支護器材如出現不合格,不完好,嚴禁使用,並及時向技術部門反映,技術部門要進一步落實。

  5、嚴禁使用過期、硬結、破裂等變質失效的錨固劑,錨固劑有效期為3個月,且必須用專用車輛運輸,並按規定進行存放。

  6、隊技術員要對支護器材的支護效果進行認真觀察、總結,跟班幹部及驗收員要對支護器材的規格、質量性能及施工過程的使用情況嚴格把關。

  7、廢舊支護器材要集中碼放,集中回收。

  第十五節 安裝、回收安全技術措施

  1、安裝、回收、倒係統任務確定後,隊組必須召開專題會議,明確項目負責人、安全負責人、機電負責人。

  2、起吊2噸以上的重物必須打起吊錨杆,錨杆預緊力不小於50KN。

  3、起吊2噸以下的重物可以直接使用永久支護錨杆。但必須保證起吊所用

  錨杆經檢驗錨固力達到規程要求,起吊結束後必須對錨杆進行預緊,起吊過程中,如發現錨杆有拉出現象,必須立即停止起吊,並補打錨杆。

  4、起吊時,起吊手拉葫蘆容量不得小於起吊重量,起吊前,必須對起吊裝置、起吊錨杆等進行認真檢查,確保合格安全後方可作業。

  5、起吊物品前,先對起吊地點進行檢查,確認頂板煤幫完好,支護有效可靠,並對支護進行加固,確認安全後,方可起吊。

  6、起吊時,由專人統一指揮,並派有經驗的老工人觀山,場地周圍無雜物,確保安全退路暢通,除起吊人員外,其他人員應站在起吊設備2米外的安全地點,重物未放在安全地點前,不允許摘鉤,防止傾倒。起吊過程中,嚴禁任何人站在起吊物體上或將身體伸入起吊物體下。

  7、起吊重物采用錨鏈連接,使用鏈環必須上滿扣螺絲,錨鏈、聯環必須安全可靠。

  8、設備裝車時,嚴禁超重、超寬、超長,應符合礦運輸有關規定,裝風機等遇碰撞會損壞的物件時,對設備要進行保護,采取兩邊用道木等保護措施。

  9、安裝設備時,必須先將電源切斷,拆設備電源時,要先將上一級電源切斷,閉鎖開關,掛停電牌,派專人看護,並將本設備電源放電後方可操作。

  10、嚴禁帶電搬遷、安裝電氣設備和其它設備。

  11、小絞車司機必須持證上崗,嚴格按本崗位01manbetx 進行作業,嚴禁無證操作。

  12、工程完畢後現場雜物清理幹淨。

  13、安裝、拖運設備時,滑輪要打專用錨杆進行固定,並要保證設備完好、信號可靠。

  14、在確保安全前提下,可以使用小絞車拖運(使用倒滑輪等設備)各種設備到施工地點。

  15、風機安裝時,保證雙風機、雙電源,安設地點距回風巷口不小於10米。

  16、工作時,每個工作地點必須至少有一人佩帶便攜儀,先檢查工作現場附近瓦斯濃度,隻有瓦斯濃度在1%以下時方可繼續工作。

  17、倒移局部通風機程序:新施工橫川貫通前,布置好電纜、風筒等設備。貫通後,在現場通風隊指揮人員的指揮下,將全風壓巷風機停機,將全風壓巷道風機倒運安裝好,再從全風壓風機口接風筒至另一巷迎頭10-15米處,開啟全風壓巷風機。停非全風壓風機,裝車運到指定地點,安裝好風機等設備,接好風筒,開啟非全風壓巷風機。停全風壓巷風機,回收風筒至全負壓巷迎頭處,重新開啟全風壓巷風機。

  18、除在雙巷均形成全風壓係統,可以同時進行倒雙巷通風係統,否則雙巷通風係統必須分開進行。

  第十六節 挑頂及處理網兜、補打錨杆錨索安全技術措施

  1、考慮巷道頂板來壓出現頂板下沉和網兜,需挑頂、放網兜補打錨杆、錨索處理,特製定本措施。

  2、技術要求:

  2.1 將巷道內因頂板來壓導致頂板下沉的頂煤矸挑掉、網兜放掉,並補打錨杆、錨索加強支護。

  2.2 支護材料:φ22-M24-2400mm強力錨杆;1000mm×6000mm金屬網,MSS-1-22-7.4錨索。

  2.3 挑頂、放網兜補打錨杆、錨索采用由外向裏,每次一排,逐排進行。

  2.4 施工工序:剪網—(挑頂)—放網兜—敲幫問頂—支護—清煤。

  3、施工安全技術措施:

  3.1 施工前對挑頂、放網兜區域前後5米的錨杆進行加固檢查,發現鬆動要及時加固,失效的要及時補打錨杆。

  3.2 施工過程中,嚴密觀察頂幫情況,防止頂板掉塊等事故發生。

  3.3 班組長必須隨身攜帶完好的便攜儀,瓦斯濃度超過1%時,嚴禁作業。

  3.4 挑頂、放網兜前,必須把挑頂、網兜附近2m範圍內的電纜、風筒、抽放管路等用舊皮帶、背板保護好,並將30米範圍內的電器設備停電。

  3.5 挑頂、放網兜前,要在永久支護下架設平台或放置高凳,平台要連接牢固,高凳放置平穩,不鬆動,不晃動。挑頂、放網兜前,班長要在放網兜的龍門口區域打點柱進行支護。隻有挑頂、放網兜區域頂板穩定,無安全隱患方可作業。

  3.6 挑頂、放網兜作業隻能從外向裏施工,禁止兩邊施工。施工作業過程中,所有作業人員禁止在挑頂、放網兜區域空頂下方來往作業,必須離開挑頂、放網兜作業區域。

  3.7 挑頂、放網兜時,班長要派有經驗的老工人負責觀山,並清理好退路。人員站在頂板完好的永久支護下、剪網後活塊滑落範圍以外,將挑頂、網兜處的金屬網使用長度不小於500mm的斷線鉗1000mm為一段剪開,並用不低於2800mm長的穿槍進行敲幫問頂,找掉活碳、傘簷,確認無隱患,方可依次剪開另一段。若高度、寬度不夠或存在傘簷,人員站在平台上用風鎬進行支挖。

  3.8 風鎬支挖時,班組長要統一指揮,並派人觀山,派人站在永久支護下用穿槍配合進行活碳、傘簷的找掉。

  3.9 上網進行支護前,要派人進行敲幫問頂,找掉活碳,確認無隱患,方可進行上網支護。

  3.10 補打錨索支護質量符合設計要求。

  第十七節 高空作業安全技術措施

  1、高空作業是指人員在施工地點作業時,腳離地距離超過2米及其以上的情況。

  2、人員進行作業地點必須首先進行安全檢查,進行嚴格的敲幫問頂,在確認安全後方可進行施工。

  3、人員進行高空作業時,必須架設安全的腳手架,係好安全帶。

  4、工作麵施工幫上部錨杆及緊頂錨杆時,可利用切割臂架設安全平台。搭架方法為:利用機組作為一側支撐點,在機組一側或兩側搭架,首先在迎頭機組兩側(靠近幫部)各放一個梯子,再在機組兩側靠幫各放一個梯子(距迎頭2.5-3.0m);先在靠幫梯子與機組之間橫放一塊木板,再在第一塊橫板與迎頭梯子之間縱放一塊木板,在縱板與機組之間各橫放兩塊木板,最後在三塊橫木板上縱向各平穩放置1塊木板。木板的厚度為50mm,木板長度根據現場情況確定,木板的寬度為200mm。單排掘進時,橫板可改放2塊。經現場安檢查員、驗收員檢查確認安全後方可進行作業。

  5、工作麵搭架施工幫上部錨杆及緊頂錨杆時,作業人員應一手抓住固定點(永久支護的網、錨索等),一手拿施工工具(鑽杆、力矩扳手),需兩人協作施

  工的必須配合好,架上的作業人員不能擁擠,要做好自保互保工作。

  第十八節 高冒區充填管理安全技術措施

  1、高冒區是指掘進巷道在掘進成巷過程中,因巷道頂板冒落高度超過正常巷道設計高度,有可能出現瓦斯積聚的巷道頂部空間;施工巷道內凡出現體積在0.5m3以下的高冒區,可用抽放隊封孔材料(聚胺脂A/B)進行及時充填,隊組要在施工現場存放聚胺脂材料A和B至少各25Kg;如果出現高冒區體積在0.5m3以上的,用專用的瑞米充填材料進行充填。

  2、生產過程中出現高冒區,隊組當日要及時向通風科彙報,並填寫高冒區充填申請單,說明冒落的高度、長度、寬度。同時通風隊要建立高冒區瓦斯管理台帳,詳細記錄高冒區的位置、產生日期、冒落的高度、長度、寬度及瓦斯情況。

  3、充填前,通風隊將高冒區的瓦斯納入每班的檢查範圍,生產隊組在通風隊瓦檢員的指導下,對高冒區采取臨時處理辦法,防止出現瓦斯積聚;處理高冒區瓦斯積聚可采用風障導風、風管吹散、風筒出三通、另接一趟專用風筒等方法。

  4、通風科接到隊組高冒區充填申請單後,及時通知隊組下充填材料和充填器具,並聯係充填廠家配合隊組進行高冒區充填。通風科要保證庫房始終備有一定數量的充填材料,並保證每個盤區有一台充填器具。

  5、高冒區充填時,由生產隊組負責,充填廠家配合(生產隊組負責充填廠家人員的入井安全等事宜),現場瓦檢員進行監督,保證高冒區充填質量。

  高冒區充填標準:充填前,由生產隊組在高冒區內超出巷道設計高度200mm處掛一層網,網掛好後及時用充填材料進行充填(充填時在網上鋪舊同風筒布)。掛網原則上與支護同時進行,生產隊組對高冒區支護完畢後,可隨即進行掛網,掛網采取在網底部用鋼筋梯或鋼帶上托的辦法,要求網必須與鋼筋梯或鋼帶連接牢固,鋼筋梯或鋼帶間距1m,用8#以上鐵絲吊掛在永久支護的錨杆上,1m2吊掛4根以上鐵絲並必須吊掛牢固;如高冒區冒落高度超過2m,除采取鐵絲吊掛鋼筋梯或鋼帶網的方法外,還必須用錨索補強,利用托盤上托,且每5m2不少於1根錨索。

  6、充填完畢後,生產隊組將高冒區充填用料情況以充填材料管理跟蹤卡形式反饋至通風科(瓦檢員現場確認)。充填材料管理跟蹤卡附後。

  7、以上充填工作,各掘進隊組必須在距掘進麵迎頭200米範圍以內完成。

  8、通風科要根據各隊組高冒區情況合理安排充填時間及充填材料用量,保證及時充填。

  第十九節 其它相關安全技術措施

  1、認真開好班前會,對工作麵情況及本班要求,做到心中有數,認真搞好現場交接班工作。

  2、各類崗位技術人員(包括檢修班全體人員)持證上崗,按章作業,不得擅自離崗,嚴格遵守本工種《操作規程》和《崗位作業標準》。

  3、嚴格執行停送電、停送風有關規定,嚴禁無計劃停風停電。

  4、嚴禁坐皮帶、扒礦車。

  5、嚴禁帶電或在停風期間搬遷、安裝、檢修電氣設備和其它設備。

  6、加強設備維護,保證完好,杜絕失爆,要求各類保護裝置齊全有效。

  7、機組司機操作機組時,嚴格按《煤礦01manbetx 》第71條規定執行,嚴防機器誤動作傷人或其它事故發生。

  8、工作麵必須配備穿槍、洋鎬等敲幫問頂的專用工具,並配備施工使用的梯子、凳子。

  9、工作麵各種移動式機械的橡套電源,必須嚴加保護,避免水淋、掉出、擠壓,每班必須進行檢查,發現損傷及時處理。工作麵的移動式機器,每班工作結束後,和司機離開機器時,必須立即切斷電源,並打開離合器。

  10、班長在分工時,必須向工人說明要注意的安全事項及操作要領,以確保作業過程安全。

  11、在皮帶、溜子兩幫清煤時,必須保證有300mm的安全距離。

  12、根據工作需要,施工人員可以站在截割臂平台上施工錨杆和聯網工作,但機組必須在閉鎖狀態。

  第二十節 避災路線

  主斜井工作麵發生火災和瓦斯、水災事故的避災路線:

  發生水、火災和瓦斯事故避災路線:工作麵→主斜井→地麵。

  第十二章 工程質量標準

  第一節 基本項目

  1、本巷道設計斷麵為直牆半圓拱形,斷麵設計尺寸為淨寬5m、牆高1.5m、淨高4m,淨寬5m淨斷麵17.32㎡,左幫基礎0.25m、右幫基礎0.5m,支護厚度為0.45m,強度C30。鋪底0.1m,水溝設計寬0.3m、淨深0.2m、支護厚度0.1m,井筒內17.5°斜巷段設計台階淨寬0.5m、高0.25m。鋪底、台階和水溝砌镟混凝土強度等級均為C20。

  2、錨杆安裝:高強錨杆預緊力矩不小於50N·m,幫玻璃鋼鋼錨杆預緊力不小於40N.m,高強錨杆外露不超過50mm,玻璃鋼錨杆外露不超過70mm,安裝牢固,托板緊貼壁麵,錨杆未接觸部位可以用1個錨杆鐵餅或開口托盤貼緊,也可墊1-2個柱帽。

  3、聯網質量:符合作業規程規定,網間綁紮牢固,壓茬好。網與網搭接不小於100mm,聯網間距不大於300mm,用雙股16#鐵絲扭結不小於2.5圈,網片要求鋪設平直,緊貼壁麵。

  第二節 允許偏差項目

  1、錨杆排距800mm,允許偏差±100mm。

  2、錨杆角度:頂幫錨杆角度均與巷幫垂直,允許偏差±15度。

  第三節 保證質量措施

  1、加強培訓,提高職工的素質和質量意識,任何情況下都要把安全質量放在首位。

  2、嚴格驗收,獎懲分明,嚴格執行各工種崗位責任製,每個班組,每個施工人員都要把好操作關和工序質量關。

  3、掌握設計規格要求,質量標準化要求,施工上尺上線。

  4、積極開展全麵質量管理,搞好質量標準化工作。

  5、工程質量,機電質量和文明生產嚴格按部頒標準貫徹執行。

  6、全體幹部職工必須經過培訓、並考試合格後,方可上崗作業。

  附:編製和參加審批規程部門人員名單及審批意見,

  學習作業規程簽字登記表 (另附)。

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