第一节∵工程概况∵4
  第二节∵编写依据∵4
  第二章∵水文及地质条件∵4
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90Kt/a矿井改造工程主斜井井筒施工作业规程

作者:煤矿安全网 2012-08-17 来源:煤矿安全网

  第一章 概述 4

  第一节 工程概况 4

  第二节 编写依据 4

  第二章 水文及地质条件 4

  第一节 地质条件 4

  第二节 水文条件 7

  第三章 巷道布置及技术特征 11

  第一节巷道位置 11

  第二节 施工条件 11

  第三节 巷道布置 11

  第四节 巷道技术特征 11

  第五节 使用材料规格 12

  第四章 施工方法 13

  第五章 掘进施工作业 13

  第一节 掘进施工工艺流程 13

  第二节 施工作业 13

  第三节 运输作业 15

  第四节 超前支护、临时支护及控顶距要求 15

  第五章 永久支护 19

  第一节 施工设备、工具及材料 19

  第二节 支护方式 20

  第六章 顶板支护质量监测 22

  第七章 通风工作 24

  第一节 风量计算 24

  第二节 压风 25

  第三节 防尘 25

  第四节 防灭火 25

  第五节 安全监控 25

  第八章 供电、供水、排水、供风设备及能力 26

  第一节 供电 26

  第二节 供水 26

  第三节 排水 27

  第四节 供风 27

  第九章 施工组织管理 27

  第十章 主要经济技术指标 28

  第十一章 主要安全技术措施及避灾路线 29

  第一节 预防冒顶堵人安全技术措施 29

  第二节 预防透水事故安全技术措施 29

  第三节 预防瓦斯积聚安全技术措施 30

  第四节 预防火灾安全技术措施 30

  第五节 防止片帮伤人安全技术措施 30

  第六节 运料安全技术措施 31

  第七节 综合防尘安全技术措施 31

  第八节 皮带使用安全技术措施 31

  第九节 溜子使用安全技术措施 31

  第十节 保证煤质、提高块率的安全技术措施 32

  第十一节 锚杆巷道顶板监测安全技术措施 32

  第十二节 钻机的操作、使用及注意事项 32

  第十三节 顶板管理安全技术措施 33

  第十四节 防止巷内产生静电火花安全技术措施 34

  第十五节 安装、回收安全技术措施 34

  第十六节 挑顶及处理网兜、补打锚杆锚索安全技术措施 35

  第十七节 高空作业安全技术措施 36

  第十八节 高冒区充填管理安全技术措施 36

  第十九节 其它相关安全技术措施 37

  第二十节 避灾路线 38

  第十二章 工程质量标准 38

  第一节 基本项目 38

  第二节 允许偏差项 39

  第三节 保证质量措施 39

  第一章 概述

  山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司煤矿位于临汾市尧都区土门镇老腰、小腰、上庄村及枕头乡后掌村一带。地理坐标:北纬:36°11′48″-36°14′23″东经:111°18′21″-111°21′53″。临(汾)-黑(龙关)县级公路从井田中北部东西向通过,往东30km沿临(汾)-黑(龙关)公路可达南同蒲铁路临汾火车站,同时可达大(同)-运(城)高速公路及霍(县)-候(马)一级公路。交通较为便利,2010年1月28日山西省国土资源厅颁发的C1400002009111220045741号采矿许可证批复山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司开采2-11号煤层,兼并重组后的矿井生产能力为90万t/a。矿井采用斜井开拓方式,利用已有老君庙井筒进行改造,即刷大并延伸老君庙煤矿副斜井仍作为晋牛煤矿副斜井;刷大并延伸原有回风斜井作为主斜井;利用原有回风立井井筒并装备梯子间作为回风井及安全出口。

  第一节 工程概况

  工程概况:

  晋牛煤矿投资有限责任公司主斜井由原回风斜井改造。原回风斜井长207.731m,倾角3°/8°,净宽3.1m,净高2.445m,净断面6.4m²。改造方案为:利用并刷大其一、二段井筒(长度207.731m),在此基础上,方位角不变,以倾角17.5°延伸53.039m,这样主斜井井筒长度260.77m,净宽5.0m,净高4.0m,断面17.32m²。布置一条1000mm宽,运量260t/h的带式输送机,作为煤炭运输。同时布置一套架空乘人器,用于运输人员上下井。井筒内敷设消防洒水管路以及下井电缆,同时用于安全通道。

  第二节 编写依据

  1、晋煤集团晋牛煤矿投资有限责任公司主斜井井筒工程招标文件。

  2、晋煤集团晋牛煤矿投资有限责任公司主斜井井筒工程,平面图、剖面图、断面图。

  3、《煤矿井巷工程质量验收规范》GBJ50213-2010

  4、《煤矿井巷工程质量检验评定标准 》 MT5009-94

  5、煤矿安全规程(2011年版)

  6、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001

  7、《山西省煤矿建设安全规定》(试行)

  8、《建设工程安全生产管理条例》国务院令第393号文

  9、工程建设标准强制性条文矿山部分建设标准[2001]92号文

  10、《煤炭工业建设工程质量管理规定》

  11、《煤炭工业煤矿井巷工程建筑安装工程单位工程质量保证资料评级办法》

  12、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》

  13、《建设工程质量责任主体和有关机构不良记录管理办法》2003年7月1日实行。

  6、现行国家标准、行业标准及其它有关规范、规定。

  第二章 水文及地质条件

  第一节 地质条件

  一、地层

  本井田位于山西省霍西煤田霍州矿区南西部。井田为基岩半裸露区,在沟谷及山梁出露陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组、二叠系上统上石盒子组地层、第四系分布于山梁及沟谷两侧。根据地表出露情况及钻孔揭露资料,将井田地层由老至新分述如下:

  1、奥陶系中统下马家沟组(O2x)岩溶裂隙含水组

  岩性以厚层白云质灰岩为主,中厚层石灰岩、薄层白云质泥质灰岩互层,厚40--130m,岩溶、裂隙、溶隙、溶孔发育。

  2、奥陶系中统上马家沟组(O2s)岩溶裂隙含水组岩性为豹皮状厚层灰岩,CaO含量高,杂质少,厚40--130m,岩溶裂隙发育。

  3、奥陶系中统峰峰组(O2f)为含煤地层基底,一般厚度90.80-110.44m,平均100.50m。分为上下两段。下段岩性为灰及深灰色泥灰岩及石膏层,夹薄层厚层状石灰岩,石膏层多为纤维状。上段岩性为灰色厚层状石灰岩,夹薄层泥灰岩。

  4、石炭系中统本溪组(C2b)平行不整合覆盖于峰峰组之上。厚度9.14-25.90m, 平均为20.16m,由灰色及浅灰色铝质泥岩、石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、不可采的极不稳定12煤层及“山西式铁矿”组成。

  5、石炭系上统太原组(C3t)整合覆于本溪组地层之上。K1石英砂岩底至K7砂岩底,厚度为72.68-100.06m,平均85.42m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩、石灰岩(K2、K3、K4)及煤层(5、6上、6、6下、7、7下、8、9、9+10+11、11下号)组成。本井田内9+10+11号煤层稳定可采,其它煤层为不可采的不稳定煤层。分三段叙述如下:

  (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为中细粒石英砂岩,钙质或硅质胶结,致密、坚硬,厚1.10—7.23m,平均2.42m。为灰白色铝土岩夹黑色泥岩,含不稳定的薄层状石灰岩及9、9+10+11、11下煤层,其顶部为9、9+10+11号煤层,9+10+11煤层稳定,厚度大,结构复杂,为本区的主要可采煤层之一。9煤层稳定,大部与10+11煤层合并,分叉区内9煤层零星可采。

  (2)、中段(C3t2) K2石灰岩底至K4石灰岩顶,厚28.67-43.15m,平均36.65m,该层灰岩全区稳定,岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、7下、8号薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定,厚9.62—13.26,平均11.62m,岩性为深灰色生物碎屑石灰岩,含燧石结核,夹泥岩簿层;其上为黑色泥岩夹8号煤层,8号煤层上为K3灰岩,厚度1.95-8.05m,平均6.10m,全区稳定。K3石灰岩之上为泥岩、细砂岩、砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下号两层薄煤层。本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定,厚0.37-2.85m,平均1.71m。K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下薄煤层。7、7下、8号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

  (3)、上段(C3t3)从K4石灰岩顶至K7砂岩底,厚22.56-42.20m,平均30.44m,由砂岩、粉砂岩和泥岩组成,其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩,中间为厚层灰黑色或黑色泥岩,含5、6上、6、6下不可采薄煤层。底部K5砂岩,厚0.95—7.81m,平均3.910m,岩性为灰白色中细粒砂岩,层面富含黑色有机质。5、6上、6、6下号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

  6、二叠系下统山西组(P1s)整合覆于太原组之上,K7砂岩底至K8砂岩底。厚度为24.75-43.01m,平均34.81m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以黑灰色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩和灰白色细粒砂岩为主,含1、2上、2、2下、3、3下号煤层。其中2号煤层为可采煤层。其它煤层均为不可采煤层。

  7、二叠系下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组地层呈整合接触,由K8砂岩底至K10砂岩底, 厚度106.00-147.60m,平均123.18m ,据岩性组合特征可分为上、 下两段:下段(P1x1)由K8砂岩底至K9砂岩底,厚度为52.50-73.20m,平均59.90m 。岩性主要以灰白色细-中粒砂岩为主,夹灰色、深灰色粉砂岩、泥岩及薄煤线。底部为K8砂岩,厚度1.20-12.75,平均6.73m,岩性为灰白色、巨厚层状中、粗粒砂岩,成分多以石英为主,长石次之,分选较好,孔隙式胶结,K8砂岩不稳定,局部相变为粉砂岩或砂质泥岩。下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主,夹1-3层薄煤线。上部以深灰色泥岩、粉砂岩为主,局部夹一层煤线;上段(P1x2) K9砂岩底至K10砂岩底,厚度为53.50-74.40m,平均63.28m。岩性主要由灰绿色粉砂岩、灰绿色含紫色斑块泥岩及灰绿色中粒砂岩组成。底部K9砂岩为绿色中粒砂岩,碎屑含量约90%,主 要 由75%的石英和10%的长石组成,杂基占10%,主要为水云母、高岭石等粘土矿物,分布较均匀。其上多以灰色、深灰色粉砂岩为主,夹紫色斑块的灰绿色泥岩,是K9砂岩的辅助标志层。顶部为紫红色、灰绿色铝质泥岩,巨厚层状,俗称“桃花泥岩”,是确定K10 砂岩的辅助标志层。

  8、二叠系上统上石盒子组下段(P2s1) K10砂岩底至K12砂岩低,厚度一般为200m左右,本井田内保留厚度约160m,为黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩夹中、细粒砂岩组成。底部为K10砂岩,厚度4.95-11.00m,平均7.93m,为黄绿色中细粒长石石英砂岩,底部为粗粒或含砾。

  9、第四系中更新统(Q2)厚20~50m,平均35.00m。岩性以浅黄色亚粘土、亚砂土、耕植土及钙质结核等组成。

  二、含煤地层

  本井田含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组、下石盒子组。其中太原组、山西组为主要含煤地层,前者含主要可采9+10+11号煤层,后者含主要可采2号煤层,本溪组、下石盒子组含1-2层薄煤层。现就主要含煤地层简述如下:

  (一)太原组(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为中细粒石英砂岩,钙质或硅质胶结,致密、坚硬,厚1.10—7.23m,平均2.42m。为灰白色铝土岩夹黑色泥岩,含不稳定的薄层状石灰岩及9、9+10+11、11下煤层,其顶部为9、9+10+11号煤层,9+10+11煤层稳定,厚度大,结构复杂,为本区的主要可采煤层之一。9煤层稳定,大部与10+11煤层合并,分叉区零星可采。

  (2)、中段(C3t2)

  K2石灰岩底至K4石灰岩顶,厚28.67-43.15m,平均36.65m,该层灰岩全区稳定,岩性主要以深灰色K2、K3石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细粒砂岩及7、7下、8号薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定,厚9.62—13.26,平均11.62m,岩性为深灰色生物碎屑石灰岩,含燧石结核,夹泥岩簿层;其上为黑色泥岩夹8号煤层,8号煤层上为K3灰岩,厚度1.95-8.05m,平均6.10m,全区稳定。K3石灰岩之上为泥岩、细砂岩、砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下号两层薄煤层。本段顶部为K4石灰岩在本区极不稳定,,厚0.37-2.85m,平均1.71m。K4石灰岩之下为砂质泥岩和粉砂岩,夹7、7下薄煤层。7、7下、8号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

  (3)、上段(C3t3)

  从K4石灰岩顶至K7砂岩底,厚22.56-42.20m,平均30.44m,由砂岩、粉砂岩和泥岩组成,其主要特点是该段上下均为灰白色或灰黑色砂岩或粉砂岩,中间为厚层灰黑色或黑色泥岩,含5、6上、6、6下不可采薄煤层。底部K5砂岩,厚0.95—7.81m,平均3.910m,岩性为灰白色中细粒砂岩,层面富含黑色有机质。5、6上、6、6下号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。

  (二)山西组(P1s)

  K7砂岩底至K8砂岩底,厚度为24.75-43.01m,平均34.81m。 底部K7砂岩为灰-灰白色中细粒砂岩,厚1.36-9.60m,平均4.01m。中下部为黑灰色泥岩、砂质泥岩及3、3下号煤层组成,,含少量植物化石,上部由黑灰色粉砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩及1、2上、2、2下号煤层组成,含丰富的植物化石。2号煤层为赋煤区全区稳定可采煤层。1、2上、3下号煤层在本井田未见可采点,为不稳定不可采煤层。2下号煤层仅一个孔可采。3号煤层在本井田仅见2个不连续可采点,为不稳定不可采煤层。

  三、井田构造

  受区域克城——南湾里复式向斜构造的控制,本井田为一轴向北东的褶曲构造,地层总体向北倾斜,倾角一般5-12°,井田内发育9条褶曲, 2个陷落柱,未发现断层,现将本井田内发育的褶曲、陷落柱构造叙述如下:

  1、褶曲

  1)、S1向斜

  位于井田北部边界一带,轴向为N 24°E—S 79°E, 两翼岩层基本对称,倾角6-8°,轴长3.3km 。

  2)、S2背斜

  位于井田北西部ZK3-4南,轴向为N 61°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°。轴长1.1km 。

  3)、S3向斜

  位于S2背斜南,轴向为N 69°--42°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°。轴长1.5km 。

  4)、S4背斜

  位于井田中部补—5、补—8、补—3南一带,轴向为N 63°--39°E,两翼岩层基本对称,倾角6-8°。轴长3.5km 。

  5)、S5向斜

  位于井田中南部补—4、ZK3-2、补—10南一带,轴向为N 43°E,北西翼岩层缓,倾角6-8°,南东翼岩层陡,倾角8-12°。轴长3.2km 。

  6)、S6背斜

  位于井田中南部煤层露头一带,轴向为N 37°E,北西翼岩层陡,倾角8-12°,南东翼岩层缓,倾角8-10°。轴长2.0 km 。

  7)、S7向斜

  位于井田南部S6背斜东一带, 轴向为N 21°E, 两翼岩层基本对称,倾角6-10°。轴长2.0km 。

  8)、S8背斜

  位于井田南东部,轴向为N 39°E,两翼岩层基本对称,倾角8-10°。轴长2.5 km 。

  9)、S9向斜

  位于井田南东部,轴向为N 38°E, 两翼岩层基本对称,倾角6-10°。轴长2.0km 。

  四、陷落柱

  1)、X1陷落柱

  位于井田的北西部边界花山东一带,呈椭圆形,长轴呈北东向,轴长200m,短轴呈北西向,轴长180m。刁尚沟矿2号煤层巷道揭露。

  2)、X2陷落柱

  位于井田的南东部边界上庄村北西一带,呈椭圆形,长轴呈北西向,轴长70m,短轴呈北东向,轴长50m。原上庄矿9+10+11号煤层巷道揭露。

  五、煤尘、瓦斯、自然、地温和矿压

  1、根据山西晋煤集团临汾晋牛煤矿投资有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复,晋牛煤矿0.90Mt/a规模,开采2号煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量7.61m3/min,最大相对瓦斯涌出量4.02m3/t;开采9+10+11号煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量7.38m3/min,最大相对瓦斯涌出量3.90m3/t。属低瓦斯矿井属低瓦斯矿井。

  2、2、9+10+11号煤层煤尘均有爆炸危险性。

  3、本井田2、9+10+11自燃倾向性等级为Ⅱ级,自燃倾向性为自燃煤层。

  4、2、9+10+11号煤层最高地温分别为13.2℃、14.5℃,地温总体变化向向斜轴部增高,这是因为向斜轴部煤层埋藏较深,随煤层埋深的增加而地温增高。地温梯度在0.6℃-1.7℃/100m,平均为1.2℃/100m;恒温带深度120--150 m。总之,本区为地温属正常区。未发现地压异常区。

  第二节 水文条件

  一、地表水系

  井田地表沿临(汾)-黑(龙关)县级公路展布东西向分地表水岭。分水岭南侧发育西坡河、老窑庄河,分水岭北侧发育洞上河、凤岭河、河底河。井田地表大气降水汇集于分水岭两侧沟谷或河流;洞上河、凤岭河、河底河往北至井田北部边界汇入王家崖河,王家崖河往南东经土门至临汾汇入汾河;西坡河、老窑庄河往南至井田南部边界汇入仙洞沟河,仙洞沟河往南东至临汾汇入汾河;汾河往南西经侯马、新绛至河津禹门口注入黄河。本井田属黄河流域,汾河水系。

  井田地表发育的西坡河、老窑庄河、洞上河、凤岭河、河底河均为季节性水流基本常年无水,仅在雨季有短时流水,流量极小,河床为现代冲积、洪积层,调查的最高洪水位线均在水文地质图上填绘。井田内各井口标高与所处地段的最高洪水位及有无洪水威胁。见附表

  井田内各井口与所处地段洪水位线关系

  调查单位:晋城XX有限公司

  二、主要含水层

  井田的含水层自下而上有:

  1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层(I)

  主要富水含水层为中奥陶统峰峰组上段及上马家沟组二、三段,以厚层状石灰岩及泥岩为主,岩溶裂隙发育,奥灰顶部具古风化壳,钻孔冲洗液消耗量达15m3/h,埋藏浅,接受补给条件较好,属富水性强含水层组。1990年8月20日--1990年10月14日山西煤田地质勘探144队乔家湾详查时曾在井田北东部约1.5km处施工1703号水文孔,对O2f+O2s进行抽水试验资料,水位标高为828.66m,单位涌水量为1.015L/s.m; 2010年6月5日—2010年8月26日,山西省煤炭地质144勘查院在本井田西部(X=4012252.39 Y=19524485.71 H=1267.56)豹子沟煤矿施工了BZG1水文孔,对O2f+O2s进行抽水试验资料,水位标高为594.27m,单位涌水量为1.0392L/s.m;属富水性强的溶隙含水层。1703孔施工时间较长,岩溶孔水位下降。本报告采用BZG1水文孔资料推测本井田奥灰水水位标高为565—595m(详见地形地质图)。

  2、太原组石灰岩(K4、K3、K2)岩溶裂隙含水层

  主要由K4、K3、K2三层石灰岩组成,为9+10+11号煤层直接充水含水层。K2灰岩平均厚度11.62m,岩石致密坚硬,K3灰岩平均厚度6.10m,K2、K3灰岩裂隙多由方解石脉充填,裂隙不发育,钻孔冲洗液消耗量较大,在施工过程中,K2灰岩大部分钻孔出现掉钻漏水现象,掉钻高度0.50—1.50 m,难以堵漏,漏水现象很严重。据井田北部约5km处的乔家湾煤炭详查区1703号钻孔抽水试验单位涌水量为0.0094-0.133L/s.m,渗透系数为0.01074—0.0119m/d,水质类型为HCO3·CO3--Ca型水,属富水性弱—中等的溶隙含水层。

  3、山西组(K7)砂岩含水层

  K7砂岩岩性以细粒砂岩为主,常相变为粉砂岩,裂隙不发育。钻孔消耗量小于0.05m3/h,裂隙不发育,富水性弱,属富水性弱的裂隙含水层。

  4、下石盒子组(K9、K8)砂岩裂隙含水层

  砂岩含水层位于2号煤层以上,K9、K8砂岩裂隙含水层为2号煤层直接充水含水层,岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩,多为钙质胶结,裂隙稍发育,钻进消耗量小于0.05m3/h。据井田西部约6km处的乔家湾煤炭详查区901号钻孔抽水试验水位标高为1238.09m,单位涌水量为0.0097L/s.m,渗透系数为0.0119m/d,水质类型为HCO3·CO3—Na型水,属富水性弱的裂隙含水层。富水性与蓄水构造及风化裂隙有关。

  5、上石盒子组底部(K10砂岩)裂隙含水层

  砂岩含水层较稳定,多呈透镜体,岩性为黄绿色,浅灰绿色中-细粒厚层状石英长石砂岩,埋藏浅时,风化裂隙及节理发育,局部含小砾。泉水流量0.22L/s,因此,该层富水性为较弱裂隙含水层。

  6、第四系砂砾层孔隙潜水含水层

  分布于山间河谷及沟谷地带,主要由砂质粘土、粘土、砂砾石层组成,厚0-10m,赋存孔隙水,富水性受季节影响明显;总体上富水性较弱,仅做一般生活用水。据民井提水试验得知,涌水量为1.35L/s,单位涌水量1.96L/s.m,渗透系数19.77m/d。

  三、隔水层

  1、下石盒子组泥岩、粉砂岩隔水层(K10砂岩底至K8砂岩顶)

  隔水层主要由泥岩、粉砂岩夹有砂岩而组成,其间夹有裂隙不发育或稍发育的中粒砂岩,厚度变化大,一般厚90m左右,致密岩层对地表水及潜水起隔水作用。

  2、太原组上部泥岩、粉砂岩隔水层(2号煤下至K3石灰岩顶)

  隔水层由泥岩、粉砂岩夹有细粒砂岩组成,层位稳定,一般厚30m左右,在无断层贯通情况下,太原组石灰岩溶隙水将不会影响上组煤的开采。

  3、 太原组下部至奥灰之间泥岩、粉砂岩、石英砂岩隔水层(9+10+11号煤底板至O2f)

  隔水层主要由本溪组铝土岩、泥岩、粉砂岩、石英砂岩等组成,由于沉积时古地形起伏不平,因而厚度变化较大,厚25-35m之间,对下伏奥灰含水层具有良好的隔水作用。

  第三章 巷道布置及技术特征

  第一节巷道位置

  1、地面位置:主斜井井口中心坐标X=4008014.745、Y=1952443.672、Z=+1105.446。地面标高+1105.446,井底标高+1071.474。

  地面竖向交错排开主斜井、副斜井和回风立井。主斜井距副斜井约400m、副斜井距回风立井约700m。

  地面相对位置及建筑物:四周有原老君煤矿宿舍楼、办公楼以及其他房屋,井下施工对地面建筑物无影响。

  2、井下位置与四邻采掘情况:井下近邻无其他矿井井巷开拓(现有地质资料提供)。

  3、巷道用途:主斜井用于矿井生产期间的煤炭运输及人员升、入井。

  4、服务年限:58.9年

  5、施工期限:主斜井自2012年3月开工,预计2012年9月竣工。

  第二节 施工条件

  1、主斜井井口坐标: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°变-2°(a=5°、R=300000、T=13098、KP=26180,单位为mm)施工,67.621m至180.68m以坡度-2°施工,180.68m至207.732m以坡度-2°变17.5°(a=15°30′、R=100000、T=13609、KP=27052,单位为mm)施工,207.732m至260.77m以坡度-17.5°施工至井底煤仓。(附巷道断面图)

  2、巷道底板起伏不平,运输线路复杂,运输设备多,因此,运输过程中要加强运输管理。

  第三节 巷道布置

  设计蓝图显示在原有回风斜井改扩为主斜井担负煤炭提升任务,兼进风井及安全出口;主斜井半圆拱断面,净宽5.0m,净高4.0m,净断面积为17.32m²,斜长为260.77m(其中:钢筋砼段92.621 m,素砼段168.149m)井筒落底于15号煤层底板,井筒内每40m设一个躲避硐。

  第四节 巷道技术特征

  1、主斜井井筒由原回风斜井的井筒长207.732m,倾角3°/8°,净宽3.1m,净高2.445m,净断面6.4m²。刷大其井筒(长度207.732m)在此基础上,方位角不变,以倾角17.5°延伸53.039m,这样主斜井井筒长度260.77m,净宽5.0m,净高4.0m,断面17.32m²。

  (1-1断面)为钢筋砼支护形式,直墙半圆拱断面,设计尺寸为:净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30;主钢筋选用直径20mm的螺纹钢,箍筋选用用直径8mm的圆钢。铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m。铺底、水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

  (2-2断面)为素砼支护形式,直墙半圆拱断面设计尺寸为:净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30。铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m。铺底和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

  (3-3断面)为素砼支护形式,直墙半圆拱断面设计尺寸为:净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30。铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m,井筒内17.5°斜巷段设计台阶净宽0.5m、高0.25m。铺底、台阶和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

  沿井筒向下每隔40m(斜长)设置一个躲避硐,设计断面为直墙半圆拱形,断面设计尺寸为:净宽1.5m、墙高1.5m、净高2.25米、深1.5m、基础0.25m、净断面为3.13㎡,支护形式素砼,厚度0.2m,强度为C30。

  2、巷道技术特征

  井筒特征表

  主斜井断面技术特征见(井筒施工图)

  第五节 使用材料规格

  1、钢筋:规格¢20的螺纹钢筋,规格¢8的圆钢。

  2、锚杆:规格¢20×2400mm的树脂螺纹钢锚杆。托盘规格150mm×150mm。

  3、网片:采用¢6.5钢筋焊接而成,规格×1000×2000mm,网孔100mm×100mm。

  4、锚固剂: MSK2360树脂药卷(每孔两卷端锚支护)。

  5、喷射混凝土材料:水泥:42.5矿渣硅酸盐水泥;砂:粗砂;石子:粒径5~10mm。速凝剂采用XPM砼外加剂,添加量为水泥量的百分之三到百分之五。

  6、浇筑混凝土材料、配比及强度

  水泥:42.5矿渣硅酸盐水泥;

  砂:粗砂;石子:粒径10~30mm。

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

  7、铺底、台阶和水沟混凝土材料、配比及强度

  水泥:42.5矿渣硅酸盐水泥;砂:粗砂;石子:粒径10~20mm。

  强度等级:C20。

  配合比:以工程质量检验站配比单为准。

  第四章 施工方法

  一、作业方式

  本井筒为扩修井筒施工,设计扩掘后先采用锚网喷作临时支护。因此施工时先扩巷掘进至井底煤仓,然后再由井底向上进行混凝土浇筑,此施工方案有两大优点:一施工速度快。二混凝土浇筑接茬少,整体连接好,规格尺寸误差控制较好,无论是观感或强度质量较高。

  二、施工组织

  "三、八"制作业,每班掘进、打顶部锚杆、挂网、出矸(每班一循环);每天留三小时喷浆;每班一名验收员负责本班的安全和工程质量,一名班长全面指挥生产,一名电工巡进检查设备运转情况。

  三、掘进方式:炮掘

  四、循环方式及循环进度

  循环方式:单/双排多循环作业方式

  1、当顶板完整,煤、岩体完好,采取双排多循环作业方式:一次施工两排,每个生产班巷道一个循环,循环进度1.6m。

  2、若地质条件发生变化,如顶板破碎、片帮严重、底鼓、淋水严重等,采取单排多循环作业方式,一次施工一排,,循环进度0.8m。

  3、采用的施工技术:放炮作业施工、激光仪指向施工。

  第五章 掘进施工作业

  第一节 掘进施工工艺流程

  工艺流程:

  炮掘:

  交接班→安全检查→打炮眼、装药、联线、放炮→通风、瓦斯、安全检查→临时支护→攉矸运输(备料)→自检、搞文明生产→下一个循环。

  第二节 炮掘施工作业

  一、开工准备

  开工前认真检查风机、风筒、电、水、压风、凿岩、装岩、运输机械设备及锚杆、金属网材料是否合格齐全到位;风量、水量、水压、供电是否合乎施工要求;工作面及巷壁是否安全可靠,顶板是否有离层、松动现象;工作面锚杆支护是否符合设计和施工要求;工作面方向方位、巷道断面轮廓是否符合设计和施工要求;矿山压力是否有异常显现;工作面涌水是否有异常现象等。遇有问题应按施工安全技术措施整改合格后方可开工。

  二、爆破孔定位

  1、根据激光指向仪给出的控制点在爆破工作面测出巷道断面中心线,根据中心线和爆破图表确定巷道外轮廓线、炮眼位置,并在炮眼位置用自喷漆或黄泥作出标记。

  2、 按光面爆破和循环进尺要求进行爆破参数的设计, 为保证爆破效果,周边眼向外扎50mm左右。

  3、炮眼深度:根据循环进尺安排确定一般页岩炮眼深度1.8m,并根据围岩性质合理调整爆破深度。

  三、钻孔

  采用YT-7655型风力凿岩机钻孔,4台凿岩机同时作业。

  四、装炸药爆破

  1、装药结构:正向连续装药结构。

  2、起爆顺序:辅助眼、周边眼起爆。

  3、连线方式:采用串、并联连线方式。

  4、爆破采用毫秒延期雷管起爆。

  5、装药工作,严格按爆破设计要求的数目和方式装药,爆破孔采用事先加工好的炮泥封堵。脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行,爆破母线连接脚线、检查线路工作,只准爆破工一人操作。

  

  五、爆破安全措施

  1、掘进工作面所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。

  2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,严格执行掘进工作面作业规程及其爆破说明书。

  3、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。

  4、爆破作业,必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管,煤矿许用炸药安全等级不得低于三级,煤矿许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms。

  5、严禁使用2台发爆器同时进行爆破。

  6、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁;严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

  7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。

  8、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定:

  ①必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。

  ②装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断脚线和损坏脚线绝缘层。

  ③电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。

  ④电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。

  9、装药前,首先必须清除炮眼内的岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼,应使用抗水型炸药。装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。

  10、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破,严禁放糊炮非发爆器起爆。

  11、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:①炮眼深度小于 0.6m时,不得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,炮眼深度可以小于0.6m,但必须符合下列要求:a、每孔装药量不得超过150g;b、炮眼必须封满炮泥;c、爆破前,必须在爆破地点附近洒水降尘,并检查瓦斯,浓度超过1%不准爆破;d、检查并加固爆破地点附近支架;e、爆破时,必须站好岗并有班组长在现场指挥;②炮眼深度为0.6~1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。③炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。

  12、装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破:

  ①掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支护有损坏。

  ②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。

  ③在爆破地点20m以内,矿车、未清除的煤矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。

  ④炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散。

  ⑤掘进工作面风量不足。

  13、爆破前,必须加强对固定机械设备和电缆的保护,并将流动设备移出工作面。爆破前,班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作,警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。

  14、爆破母线和连接线应符合下列要求:

  ①爆破母线必须符合标准。

  ②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。

  ③巷道掘进时,爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线。

  ④爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧,爆破母线必须挂在电缆的下方,并应保持0.3m以上的距离。

  ⑤只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地当作回路。

  ⑥爆破前,爆破母线必须扭结成短路。

  ⑦爆破工使用的爆破母线要符合标准要求,不得有接头,严禁采用固定母线爆破。

  15、井下爆破必须使用发爆器。发爆器必须采用矿用防爆型(矿用增安型)。

  16、每次爆破作业前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查(引爆前,把两条爆破母线用手指压在两个测量端子上,如测量灯亮说明各雷管线联结良好,否则会出现哑炮,应检查线路排除故障,测量合格后再起爆)。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数,并进行防爆性能检查,不符合规定的严禁使用。

  17、发爆器的把手、钥匙、必须由爆破工随身携带,严禁转交他人。不到爆破通电时,不得将把手或钥匙插入发爆器。爆破后,必须立即将把手或钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路。

  18、爆破前,脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。爆破前,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达起爆命令。爆破工接到起爆命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5s,方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下,当班留有尚未爆破的装药的炮眼时,当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交待清楚。

  19、爆破作业必须严格执行“三遍哨子制”(一响撤人、二响爆破、三响解除)、“三保险”(拉线、设置警标、吹哨)和“三人连锁”制度

  20、爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒爆、残爆等情况。

  21、通电以后拒爆时,爆破工必须先取下把手或钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路,再等15min,才可沿线路检查,找出拒爆原因。

  22、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行,并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕,当班爆破工必须现场向下一班爆破工交待清楚。处理拒爆时,必须遵守下列规定:

  ①由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。

  ②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。

  ③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。

  ④处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。

  ⑤在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。

  23、接近采空和揭露、穿域,人员必须撤到地面爆破,爆破担任警戒人员接不到或听不清撤岗信号,不准私自撤岗。

  第三节 运输作业

  本井筒为主斜井井筒,为矿井输煤、行人服务,不设轨道,巷道坡度分别为:7°、2°、17.5°。巷道以2°坡为主。排矸运输系统不易复杂,为便于施工,特采用以下排矸运输方式:

  1、井筒施工坡度7°、2°段采用LW500轮式防暴装载机装运排矸,井筒施工至17.5°段时采用40型刮板机输送岩、煤至2°坡段,再用轮式装载机装运排矸、排至地面。

  2、装载机必须安装防爆装置。

  3、装载机司机必须经过专业培训,并持证上岗。

  第四节 超前支护、临时支护及控顶距要求

  一、超前支护

  根据现场情况可采取前探梁超前支护方式。

  (一)前探梁超前支护

  1、超前支护方式:采用槽钢托木板(钢筋托梁、网)进行超前支护空顶(超前支护槽钢:12#槽钢、长4800mm,超前支护木板规格: 3400×120×50mm)。

  2、超前支护架设方式

  (1)放炮前,先将四个临时支护槽钢固定架固定在工作面临时支护由里向外第1排、第3排顶2、4(5)锚杆上,把两根超前支护槽钢(4.8米)穿到槽钢框架中,将木楔、柱帽等所需材料准备到位。

  (2)巷道成形后,敲帮问顶,确认安全后,搭设稳固的工作台。抬网(网绑至钢筋梯上),人员于临时支护下联网,向前延伸超前支护槽钢,将木板上在超前支护槽钢上,用柱帽、木楔背实槽钢、木板,使木板与顶板接实。

  3、临时支护工序:巷道成型后→安全检查→敲帮问顶、找掉危岩→搭建工作台→人员于临时支护下联网→延伸超前支护槽钢→上木板→背紧槽钢、木板。

  (二)超前支护安全技术措施:

  1、 在施工超前支护锚杆期间,严禁人员站在未超前支护下操作。

  2、巷道成形后,必须进行敲帮问顶,找掉活矸、活炭。

  3、超前支护必须确认安全后,方可进行临时支护。

  4、 如工作面顶板较为松软破碎、冒顶、留顶卧底或爬坡时,超前临时锚杆从顶板塌凹处依次从一边向另一边施工。

  5、控顶距要求:锚杆最大控顶距双排掘进不大于2.4米,单排不大于1.4米;最小控顶距:不大于0.6米;双排掘进时有效锚索距工作面最大距离不超过4.5米,单排不超过3.4米;进行巷道超前支护后,及时打锚杆,对巷道顶板进行有效支护和控制。

  6、验收制度:每次临时支护后,都必须经班长和验收员检查合格后方可进入下一道工序。

  附:

  主斜井临时支护示意图(前探梁)

  巷道最大和最小控顶距平面和剖面示意图

  二、临时支护

  采用采用锚梁网、锚索联合、喷作为临时支护,封闭性喷浆,厚度50mm。锚杆间排距为800mm×800mm,三花布置,锚杆锚固力不得低于50KN。网片搭接100mm。

  (一)锚杆施工工艺流程:

  1、顶锚杆施工工艺:安全检查→敲帮问顶→定钻孔位置→先用1000mm/1200mm/1500mm中空六方钻杆湿式打眼,再换用2500mm钻杆施工到位→依次在钻孔内放入一支MSK2335和一支MSZ2360锚固剂→钻孔内放入锚杆,并用锚杆头部把锚固剂推入孔底→用锚杆搅拌器连接顶钻机与锚杆→搅拌锚固剂至锚杆锚固后停止搅拌,取下钻机→施工下一根锚杆→待锚杆锚固稳定后用力矩扳手或汽板机将锚杆预紧到设计要求。

  2、帮锚杆施工工艺:安全检查→敲帮问顶→定钻孔位置(正常情况下先施工帮部第二根锚杆,如帮部煤体酥软时从上往下依施工)→先用1000mm中空麻花钻杆湿式打眼,再换用2400mm中空麻花钻杆施工到位→依次在钻孔内放入一支MSK2335和一支MSZ2360锚固剂→钻孔内放入锚杆,并用锚杆头部把锚固剂推入孔底→用锚杆搅拌器连接帮钻机与锚杆→搅拌锚固剂至锚杆锚固后停止搅拌,取下钻机→施工下一根锚杆→铺网、在锚杆头部依次套上钢带托盘、铁饼、球垫、螺丝(也可在锚固锚杆时直接将网压好)→联网→待锚杆锚固稳定后用力矩扳手或汽板机将锚杆预紧到设计要求。

  (二)采用PZ-5B型喷浆机进行喷浆工作

  1、准备工作

  ⑴检查锚杆、网片安装是否符合设计要求,发现问题应及时处理。

  ⑵清理喷射现场的矸石杂物,接好风、水管路,输料管路要平直、不得有急弯,接头要严密、不得漏风,严禁将非抗静电的塑料管做输料管使用。

  ⑶检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好摩擦板,不得出现漏风现象。

  ⑷喷射前必须用高压水冲洗岩面,在巷道拱顶和两帮拉绳并要安设喷厚标志。

  ⑸施工人员要佩戴有效的劳保用品。

  2、喷射混凝土的工艺要求

  喷射顺序为先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应尽量保持垂直。喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。

  人工搅料时采用潮拌料,水泥、砂和石子应清底并翻拌三遍使其混合均匀。

  喷射时,喷浆机的供风压力为0.4MPa,水压应比风压高0.1 MPa左右,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是在0.4~0.5之间。喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑、无流淌、粘着力强、回弹料少。一次喷射混凝土达到设计要求。

  3、喷射工作

  喷射工作开始前,应首先在喷射地点铺上旧皮带,以便收集回弹料。若喷射地点有少量淋水时,可以适当增加速凝剂掺入量;若出水点比较集中时,可设导水管,将水排出后再喷浆。喷射工作结束后,应立即收集回弹物,并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后,必须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。喷射混凝土回弹率不得超过15%。

  开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。喷射工作开始后,严禁将喷头对准人员。喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头并将喷口朝下。

  喷射质量:

  喷射前必须清洗岩帮,清理浮矸,喷射均匀,无裂缝,无“穿裙、赤脚”。

  (三)施工技术组织措施

  1、施工前应将所用支护材料及工具准备齐全。

  2、超前支护架设好后,由班长组织人员进行敲帮问顶,然后再开始临时支护。临时支护由班长统一指挥,若干名支护工协作进行。

  3、各工种必须严格执行本工种《操作规程》及《岗位作业标准》、《煤矿安全规程》。

  4、施工过程中,发现顶、帮及迎头隐患及时将作业人员全部撤出,处理隐患后再行作业,防止出现意外事故伤人。

  5、上尺上线标定锚杆眼位置。

  6、锚杆眼方向与层面夹角严格按设计角度布置。

  7、顶帮锚杆应紧跟掘进迎头及时支护;井筒施工过程中存在顶帮不能对齐的情况,可根据现场实际情况空帮不足帮锚杆设计排距时可下一排施工。

  8、在煤、岩体松软可锚时,采用打超前临时锚杆(玻璃钢锚杆或高强锚杆)进行超前临时维护。

  9、安装锚固剂时,顶、帮锚杆各安装两支,先放入一支MSK2335锚固剂,再放入一支MSZ2360锚固剂;锚索安装三支,先放入一支MSK2335锚固剂,再放入两支MSZ2360锚固剂。

  10、顶锚杆的技术要求:钻孔眼深2300mm,允许偏差0- +50mm;锚杆锚固力不小于50KN,预紧力不小于500N·m,锚杆外露不大于50mm;锚杆排间距允许偏差±100mm;顶锚杆与顶板角度为90°,允许偏差±15°。

  11、帮锚杆的技术要求:钻孔眼深2300mm,允许偏差0- +50mm;锚杆锚固力不小于50KN,预紧力不小于500N·m,锚杆外露不大于50mm。帮锚杆排间距允许偏差±100mm;帮锚杆与帮角度为90°,允许偏差±15°。

  12、锚杆施工机具:顶锚杆钻眼机具为MQT-120/130型风动锚杆钻机(接风水);帮锚杆钻眼机具为35/50型风动锚杆钻机(接风水);顶钻头采用φ30mm合金钢钻头;帮钻头采用φ30mm中空煤钻头;顶钻杆采用中空六方钻杆湿式钻眼,帮钻杆采用中空麻花钻杆湿式钻眼,顶钻杆长度为1000mm、1200mm、1500mm;帮钻杆长度为1000mm、2400mm;BK-42型气扳机、MC-500扭矩扳手;LDZ-200锚杆拉力计。

  13、网与网之间搭接不小于100mm,联网间距不大于300mm,采用双股16#条丝联接牢固,网片铺设要求拉直拉紧。

  14、掘进时造成巷道超高或超宽补打锚杆规定:

  14.1当井筒超宽顶锚杆距帮超过600mm时,采取补打单体锚杆配W钢带托盘的方法加强支护;当井筒超高帮最上一根锚杆距顶超过600mm时,采取补打单体锚杆配W钢带托盘的方法加强支护;帮最下一根锚杆距底超过800mm时,采取补打单体锚杆配W钢带托盘的方法加强支护。

  14.2当井筒超宽中线至任何一帮超过设计宽度1.0m时,顶部采取补打单体锚索的方式加强支护,补打锚索与原设计锚索间距不超过2.0m。

  15、特殊地质条件下的处理:

  15.1 如遇顶板不完整,W钢带无法紧帖顶板时,可采用单体锚杆配W钢带托盘护顶,每排采用6根单体锚杆,间距缩小为0.9m。

  15.2 如遇片帮严重,超挖大于500mm时,可采用W钢带紧靠一帮施工,在另一边补打一根单体锚杆,采用W钢带托盘。

  15.3 遇特殊地质条件(如断层、破碎带、陷落柱等),应及时向技术部门反映,及时制定措施,确保巷道施工安全。

  16、井筒停掘时技术措施:

  16.1 井筒停掘时间达到一个小班时,巷道永久支护必须紧跟工作面迎头,且控顶距不超过600mm。

  16.2 井筒停掘前锚索必须施工到位、安装合格达到设计要求。

  16.3 如出现煤岩松软、破碎时,必须及时施工临时锚杆进行护顶、护帮,严禁留伞檐。

  16.4 井筒停掘时间达到或超过24小时,按各头面相应的停产安全技术措施执行。

  17、井筒掘进过程中,遇地质构造时锚杆支护技术措施:

  17.1当井筒掘进过程中,遇地质条件发生变化,如煤层变软、变酥、顶板淋水增大,瓦斯涌出增大,煤层节理、裂隙发育等情况时,必须增加锚索布置,锚杆按缩小排距到800 mm进行支护。

  17.2 井筒掘进过程中,遇断层、陷落柱等地质构造时,根据现场实际情况另行制定安全技术措施,并对地质构造区段前后10米范围内的巷道顶板进行补强,补强方式为缩小排距并补强锚索,锚杆排距缩小为800mm,锚索采用2—2—2或2—1—2布置,施工工序为单排掘进,当帮部遇矸硬帮钻不能施工时,采用YT—7655型风钻打眼帮;钻头为φ30mm“一字”钻头;锚固方式采用树脂加长锚固,采用两支锚固剂,一支为K2335,一支为Z2360,确保能满足实际需要。

  18、锚杆托盘必须紧贴岩面,局部顶帮破碎、煤体松软造成锚杆超长托盘不能紧贴壁面时,可在原支护的情况下垫1个原锚杆铁饼或开口铁饼,也可垫1-2个柱帽。

  19、井筒在掘进过程中如遇顶板严重破碎,现场留不住顶煤,应及时向相关科室汇报,并经技术室同意后,需要沿煤层顶板掘进时,在爬顶或卧底前后10米区段范围内,井筒顶板采取补强措施,补强方式为缩小排距并增打锚索,锚杆排距缩小为800mm,锚索采用2—2—2或2—1—2布置,确保能安全顺利通过该区段。

  20、为进一步提高掘进效率,人员在施工临时支护锚杆时,施工人员可以在永久支护下施工其它帮锚杆或补打其它永久支护下锚杆、清矸等工作。

  25、验收员要严格按工程质量标准进行验收,严把工程质量关,发现问题,必须及时进行处理后,方可进入下一道工序。

  (三)可锚性试验

  1、施工过程中每掘进20m,或遇煤、岩层变软变酥,顶板淋水、瓦斯增大,煤层节理裂隙发育,片帮等情况,必须进行可锚性测试。

  2、试验采用φ22-M24-2400mm高强锚杆,使用一支K2335锚固剂。

  3、每组试验布置三根,分别安设在巷道顶板和巷帮中部。

  4、锚杆拉拔力≥85KN即为可锚,小于85KN即为不可锚,不可锚时必须采用架棚支护(另行制定安全技术措施)。

  5、测试完毕,应填写测试记录表,测试结果要及时生产调度管理部。

  第二节 支护方式

  1、永久支护:根据主斜井设计图纸(S1075-111G1-1平剖面图)支护形式分为两种:设计表土+基岩风化带井壁结构采用钢筋混凝土,其余为素混凝土支护。

  设计图中所标其长度暂定为①-④段92.62m为钢筋混凝土支护(含明槽段),④-⑦段168.15m为素混凝土支护。施工时可根据表土及基岩风化带厚度作适当调整,且必须延伸至稳定基岩5m以上,其余采用素混凝土支护。躲避硐为素混凝土支护。

  2、钢筋绑扎工艺

  钢筋在地面加工,横筋要按设计曲率半径弯成弧形,对弯曲和生锈的钢筋先在地面调直、除锈,锈蚀严重或带有油脂的钢筋不得使用。

  按设计要求的规格、数量、间距布筋(见《主斜井表土段配筋图》),误差必须符合质量标准的有关要求;绑扎钢筋时,不得歪斜或错上错下的现象,钢筋结点要绑扎拉紧。

  根据图纸设计要求,螺纹钢筋φ20钢筋间排距300×300mm,搭接长度不小于700mm;绑扎、搭接位置错开700mm,同一截面内钢筋接头率不应大于50%,钢筋外保护层和内保护层厚度要严格按照要求预留,不得小于50mm,并不得有露筋现象。钢筋绑扎任意一截面内要求缺扣和松扣的数量不超过应绑扎量的10%,且不连续。构造筋规格:ф8圆钢,连接内、外层钢筋,每根长度300mm,间排距600×600mm。(附配筋加工图)。

  3、钢模板安装工艺

  墙部;采用1500×300㎜钢模板,拱部采用10#槽钢作为模板。首先找中腰线固定内模腿碹胎,确保腿碹胎符合设计要求,然后边加墙部模板边浇筑;拱部:采用10号6米槽钢作为模板,待墙部混凝土凝固后再支拱部碹胎,采用边加模板边浇筑。

  注意事项:1、碹胎在每次使用前要检查规格是否符合设计。2、固定完碹胎时要进行尺寸检查,在符合要求时方可实施下道工序。

  墙部碹胎加固:首先提前将支架基础部分用混凝土浇筑,碹胎支架与钢骨架

  采用Ф18㎜钢筋连接固定。

  拱部:拱部碹胎用连接丝与腿部连接,碹胎之间用寸半连接管或18钢筋连接

  4、混凝土浇筑工艺

  (1)混凝土施工采用边支边浇筑的方法,混凝土每浇筑300㎜便振动一次。振动要均匀,责任到人,遵守“快插慢提、深度适宜、分层浇筑、振捣均匀的原则”保证质量,消灭蜂窝、麻面。

  (2)混凝土运输与上料,采用HBT50C-1413型混凝土输送泵,通过一趟直径159㎜钢管向工作面输送上料;或采用铲车送料、人工上料完成砼的浇注。

  (3)混凝土的搅拌,地面搅拌混凝土时严格按照混凝土配合比设计配料拌合,而且搅拌要均匀适度;

  (4)混凝土的养护:混凝土浇筑拆模后10~20h开始洒水养护,并持续7~14天。

  (5)进入春天施工,暂时不考虑冬季施工措施。

  (6)保证混凝土入模温度和养护温度不低于摄氏5度,以保证工程质量。

  (7)修补:混凝土浇筑过程中,混凝土表面如果出现了缺陷,必须进行修补。修补前必须用钢丝刷或加压水清除缺陷部分,或凿去薄弱的混凝土表面,用水冲洗干净,采用符合要求的修补材料进行修补,直到符合规范要求为止。

  5、施工质量规定

  要严格按照《煤矿井巷工程质量验收规范GB50213-2010》规定施工,各分项质量允许偏差如下表:

  1.2锚杆锚固力的抽检:

  巷道掘进施工过程中,按不小于1%的比例和不大于两天的时间间隔对永久支护锚杆的锚固力进行抽检。抽检时只做非破坏性拉拔,达到50kN为合格,一旦发现不合格锚杆,必须在其托板上注明“补打”字样,要及时补打合格锚杆,

  1.3锚杆预紧力矩抽检:

  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用力矩示值扳手对锚杆螺母预紧力矩进行抽检,达50N·m为合格。一旦发现不合格锚杆,要及时重新拧紧螺母,如预紧力矩不能达到要求,必须在其托板上注明“补打”字样,并及时补打合格锚杆。

  1.4锚索预预紧力矩抽检:

  ⑴、采用锚索张拉设备对所有锚索进行预紧力矩检查。

  ⑵、要求顶锚索预应力达到≮250KN,帮锚索预应力达到≮150KN。

  ⑶、巷道掘进施工过程中,由专人对锚索预应力进行检查,涨拉过程中一旦发现不合格锚索,必须在其周围400mm范围内补打合格锚索,检查时要现场做好记录,上井后报交技术室。

  第七章 通风工作

  第一节 风量计算

  1、风量计算:

  按晋煤集通字(2007)第116号文《晋城煤业集团矿井风量计算方法》执行。根据矿方拟定的通风方案,采用全负压通风方式。主斜井安装两台15千瓦抽风机,一台使用一台备用;通常情况下可单机运转,确保主斜井施工用风。为确保通风质量,满足施工要求,井下废弃巷道需密闭封严处理(封闭措施另行编制)。

  1)按掘进工作面同时工作的最多人数计算:

  Q1=45N (m3/min )

  式中:Q1-工作面所需风量,

  N-工作面同时工作的最多人数。取45人;

  《规程》规定,井下每人每分钟的供风量不得小于4 m3。

  代入上式得:

  Q1=4×45=180 m3/min

  2)按瓦斯涌出量计算:

  Q2=100×q×k (m3/min )

  式中: q-掘进工作面沼气绝对涌出量.单位: m3/min;

  k-瓦斯涌出不均衡系数,取k=1.6。

  本矿井为低瓦斯矿井,掘进工作面风量计算时,瓦斯绝对涌出量暂按0.5m3/min,代入上式得:

  Q2=100× q×k

  =100×0.5×1.6

  =80 m3/ min

  3)按最低风速计算:

  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)按炸药量消耗计算:

  Q4=25×A (m3/min)

  式中:Q4-吹散炮烟所需风量m3/min

  25-每千克炸药爆炸不低于25 m3 的配风量。

  A-每次爆破所用的炸药用量,此处取19.8Kg。

  Q4=25×A

  =25×19.8=495m3/min)

  2、局扇、风筒的选择

  1)局部通风机吸风量的确定;

  Qf=Qj/(60×φc)

  =495/(60×90%)

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

  式中:Qf-为局部通风机吸风量, m3/ S

  Qj-为掘进工作面需要风量, m3/ min

  Φc-风筒有效风量率,% 取Φc=90%

  2)根据局部通风机吸风550m3/ min ,每个掘进工作面选用两台FBD No8/2×15 型对旋风机,一台运行,一台备用。 额定供风量为280-430m³/min.

  3)导风筒采用抗静电、阻燃风筒,直径为800㎜。风筒要吊挂平直,拐弯时使用特制的龙骨风筒保证风流畅通。风筒出风口距工作面距离不得超过5m。

  3、 风量验算

  1)按最低风速验算;

  岩巷或半煤岩巷工作面最低风量为:

  Q≥q×S m3/min

  式中:q-半煤岩巷掘进工作面最低风速的换算系数,取q=15.

  S-掘进胶带巷断面. S =16.89㎡

  带入计算得;

  Q =15×16.89 =253.35(m3/min)。

  2)按最高风速验算;

  半煤岩巷掘进工作面最高风量;

  Q≤24×S m3/min

  式中;24-半煤岩巷掘进工作面最低风速的换算系数,

  S-掘进断面面积;S=16.89㎡

  带入计算得;

  Q <24×16.89=405.36(m3/min)

  3)按有害气体浓度验算;

  回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%,即

  Q=P瓦/Q掘≤1%

  式中Q-掘进工作面需要风量,m3/min。

  P瓦-瓦斯绝对涌出量,m3/min。

  带入计算得;

  Q掘≥P瓦/1%=0.5/0.01=50(m3/min)。

  掘进工作面风量386m3/min满足上述3个条件,选用FBD No8/2×15型防爆对旋风机合理。

  第二节 压风

  掘进工作面的压风风源由地面压风机统一供风,井筒内铺设4寸钢管向井下送风,距工作面30m时设分风器,利用胶管接到工作面用风设备上。

  压风系统:地面压风机房→井筒→工作面

  第三节 防尘

  防尘水源来自地面,井筒内铺设2寸钢管向井下供水,距工作面30m时设分水器,利用胶管接到工作面用水设备上。

  井筒内每50m设一个三通供冲洗巷道使用。

  采用湿式打眼;爆破前要对工作面20m范围内的巷道进行冲洗,爆破后出碴前要对矸石洒水降尘;放炮使用水炮泥。距工作面50m处、距回风口20m处各设一道能封闭全断面的常开水幕。

  下井职工要按规定配戴防尘口罩。

  防尘系统

  -地面→主斜井井筒→工作面→

  ┌→风钻、锚杆钻机

  ├→巷道内水幕

  ├→排矸洒水

  ├→装水炮泥水针

  └→冲刷岩帮水管

  第三节 防灭火

  井筒掘进采用风钻湿式打眼、喷浆或混凝土支护、爆破喷雾降尘,防火的重点是防设备、电缆线和人为火灾。灭火方法一般采用黄土、砂和水直接灭火;电器设备用黄土、砂灭火,严禁用水灭火。

  电器设备实现“三无”,杜绝“失爆”。

  遇火灾时,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。电气设备着火时,应首先切断电源,在切断电源之前,只准用不导电的灭火器材进行灭火。灭火过程中,必须由班长统一指挥,在通风、安监人员的监督、监护下进行,并有指定专职瓦斯检查工检查有害气体和风向、风量的变化,采取防止人员中毒的措施,同时立即汇报调度室。如果控制不住火势,所有人员要戴上自救器,向进风方向迅速撤离。灭火、撤离过程中所有人员必须听从瓦斯检查工的指挥。

  第四节 安全监控

  一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

  1、队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为1﹪)必须进行处理。

  2、爆破工下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行“一炮三检”工作,并做好记录。

  3、当班的班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪并把常开的报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,当报警时,停止工作,进行处理。

  4、机电电钳工下井担负机电维修工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在检修工作地点20m范围内检查瓦斯浓度,有报警现象时,不得通电或检修。

  二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用:

  1、掘进工作面甲烷传感器安设在距工作面不大于5m的巷道内(回风流中甲烷传感器安设在距回风口10m的回风流中),其报警浓度为1.0﹪CH4,断电浓度为1.5﹪CH4,复电浓度为1.0﹪CH4,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。

  2、甲烷传感器应布置在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm。

  三、局部通风要实现“三专”(专用变压器、专用电缆、专用开关、实现风电、瓦斯电闭锁和“双风机、双电源”,并能自动切换。

  第八章 供电、供水、排水、供风设备及能力

  第一节 供电

  1、 井下动力电源来自地面1号变压器,局部通风机双电源分别来自地面2号和3号变压器。

  各种电气设备的选型、电压等级、电器保护整定和开关、电缆的配备必须由专职电钳工严格按计算的数据值进行选用、调整,任何人不得随意更改。

  2、电缆敷设:

  电缆敷设在巷道右帮,距底板高度不小于1.8m,悬挂点间距1.5-2m,并成一直线,电缆挂钩采用专用钩,每隔20m进行加固一次。

  第二节 供水

  1、供水方式:静压式供水。

  2、供水压力:>1.5Mpa。

  3、需用水压:不小于1.2Mpa。

  4、管路敷设:供水管路(规格为DN100mm的钢管)一趟敷设在巷道一帮,并成一直线,每隔20m进行加固一次。

  5、供水线路:主斜井供水管→工作面

  第三节 排水

  预计凿井期间的涌水量小于5m3/h。

  故有原来井筒巷道,即使巷道有少量渗水也会借助原来巷道顺流而下,堵截水流困难,因此在主斜井扩巷期间暂不考虑排水系统。

  扩巷期间如遇大量涌水、渗水时,将立即安装排水设备。并补编《排水安全技术措施》

  第四节 供风

  1、供风方式:地面HPY21-15/7-K型空气压缩机供风。

  2、供风风压:>0.5MPa。

  3、需用风压:不小于0.5MP。

  4、管路敷设:管路(规格:DN100mm)敷设在巷道一帮,并成一直线,每隔20m进行加固一次。

  5、供风线路:主斜井供风管路→工作面。

  第十一章 主要安全技术措施及避灾路线

  第一节 预防冒顶堵人安全技术措施

  1、进入工作面开工前,班长、安检员必须检查巷道支护情况,发现问题及时处理,确认安全后,在开工护照上挂牌后方可开工。

  2、进入工作面作业前,必须先敲帮问顶,敲帮问顶必须使用配备的专用工具,人员站在永久支护下进行,并事先清理好安全退路。

  3、严禁超空顶作业、严禁在空顶下作业。

  4、注意观察,搞好巷修,发现巷内有失效支护时,要及时进行补打锚杆(锚索)加强支护,对于局部矿压显现较明显的区域可及时支设点柱(贴帮柱或中柱,点柱采用液压单体柱)。

  5、遇小型断层等异常情况,不能确保安全生产,应根据现场情况补充编制有效可靠的安全技术措施。

  6、发生冒顶堵人事故时,应明确下列要求:

  6.1 探明冒顶区范围和被埋压、堵截的人数和位置。

  6.2 及时恢复冒顶区的正常通风,如暂时不能恢复时,应利用水管、风管等对埋压、堵截的人员输送新鲜空气。

  6.3 处理中,必须始终坚持由外向里,加强支护,防止二次冒顶。必要时,可开掘通向遇难人员的专用巷道。

  6.4 遇有大块岩石威胁遇难人员时,可使用千斤顶等工具移动石块,但应尽量避免破坏冒落岩石的堆积状态。

  7、发生冒顶堵人事故,要及时汇报矿调度室和队值班室,并积极组织抢险。

  第二节 预防透水事故安全技术措施

  1、施工人员要掌握透水预兆(工作面挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等),并按照《煤矿安全规程》第266条执行。

  2、施工中,时刻注意工作面水情变化,发现问题要及时汇报,待查明原因,制定可靠的安全技术措施后再向前掘进。

  3、巷道在掘进过程中应在低洼处施工水窝,安设水泵等排水系统,确保排水系统正常工作以便及时排出巷道积水。排水配套设施提前下至工作面,随巷道掘进向前铺设。

  4、排水设施应列入检修计划,保证正常启动排水。

  5、掘进过程中如出现淋水增大时,要及时向地测部门汇报,进行钻探,以防透水事故发生。

  6、针对地质说明书中提出的受承压水威胁情况,应准确掌握巷道施工距离,施工到此位置时,要密切关注工作面水情变化情况,并提前完善排水系统,必要时在此位置施工标准水窝,如涌水增大现场无法正常组织施工,要制定专项补充措施,确保巷道能安全顺利通过。

  7、掘进过程中要坚持“有掘必探、先探后掘”的原则。

  第三节 预防瓦斯积聚安全技术措施

  1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少2次到工作面检查瓦斯,并及时了解工作面有害气体状况,爆破工要做到“一炮三检”并记录好,班组长利用便携式甲烷检测报警仪每2小时检查一次沼气浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。

  2、爆破地点附近20m内风流中的瓦斯浓度达到1﹪时,严禁爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5﹪时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机或开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5﹪时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。掘进工作面内,体积大于0.5m3空间内积聚的瓦斯浓度达到2﹪时,附近20m内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。

  3、严格执行打眼,装药、封泥的规定。

  4、对发生冒顶的地点,要及时采取充填或导风措施。防止有害气体积聚,并将处理结果记入专用记录本中备案。

  5、掘进工作面供电必须实现风电、瓦电闭锁装置。

  第四节 预防火灾安全技术措施

  1、加强供电管理和设备管理,保证电气设备完好,各保护装置齐全有效动作灵敏可靠,防

  止电气火花产生,严禁明火操作,杜绝失爆,杜绝各种火源。

  2、所有电气设备下井前,机电部门要进行检查,无防爆合格证的严禁下井。电气设备使用前,操作人员要认真检查,发现有失爆或其它不完好情况,不得使用。

  3、装卸锚杆、轨道等铁器时,要轻拿轻放,放下一头再慢慢放另一头,严禁乱扔,防止撞击产生火花。

  4、下井人员要携带自救器,并掌握其使用方法。

  5、井下一旦出现火灾,现场人员首先要向调度室、值班室汇报清楚火灾性质、地点、火势情况,同时要组织现场人员利用灭火器材进行灭火,电气设备着火时,首先切断电源,切断电源前只能用不导电的灭火器材进行灭火。

  6、如火灾无法扑灭时,要立即通知现场人员及受火灾威胁地点人员迅速按避灾路线撤退,同时向调度室、值班室进行汇报。

  7、发生火灾、瓦斯事故时要听从指挥,佩戴好自救器,按避灾路线迅速撤退。

  第五节 防止片帮伤人安全技术措施

  1、每次割完煤后,班组长要安排有经验的老工人进行敲帮问顶,敲帮问顶必须使用配备的专用工具,人员站在永久支护下进行,并事先清理好安全退路,应将工作面迎头、顶板及两帮的活矸活炭全部处理掉,确认无隐患后,方可进入下一道工序。

  2、施工过程中要密切注意迎头及两帮煤体整体情况,如发现有安全隐患,应及时将施工人员撤出工作面,班组长应派有经验的老工人重新进行敲帮问顶,处理活矸活炭,待确认无隐患后,方可恢复作业。

  3、顶帮支护人员严禁站在空顶下作业,施工前一定要确认临时支护的完好,所架设的临时支护必须保证有效可靠。

  4、两帮在打锚杆过程中为了防止发生片帮伤人事故,正常情况下帮锚杆的施工顺序应为先施工帮2或帮3锚杆,再施工帮1锚杆,最后施工帮4锚杆,如帮部破碎严重,应从上往下依次施工,顶、帮锚杆在施工完后要及时预紧。

  5、施工顶锚杆过程中,人员要面朝工作面迎头,禁止背对工作面,同时要密切注意两帮煤体完好情况,顶帮在施工过程中,要加强互保意识,无论顶施工人员还是帮施工人员一旦发现对方有片帮趋势,要及时通知其停止作业,处理隐患,确认安全后方可恢复作业。

  第六节 综合防尘安全技术措施

  1、在距离工作面迎头不超过50m内安设净化水幕,净化水幕的供水压力不得低于0.7MPa,

  2、掘进巷道内要设防尘管路,防尘三通间距不得超过50m,所有转载点安设转载喷雾,操作阀门必须安设在方便人员操作的地点,手轮、手把必须齐全可靠、便于开启,转载点供水压力不得小于0.7MPa,转载点喷雾必须固定正确位置,雾化良好,罩住落煤点,并在生产过程中正常使用。

  3、打锚杆眼必须实施湿式钻孔。

  4、加强个体防护,所有接触粉尘人员必须佩戴防尘口罩。

  5、加强通风管理,减少漏风,保护好通风设施。

  6、定期冲洗巷帮。

  7、工作面50m范围内防尘管路必须安设压力表。

  第七节 皮带使用安全技术措施

  一般规定

  司机必须熟悉皮带运输机性能构造及原理通晓本操作规程,熟悉本岗位标准.会维护保养皮带运输机,熟悉生产过程,经过培训考试合格,持证上岗。

  任何人不得坐皮带,不准用皮带运输设备和物料。

  机头应有消防灭火器及规定的消防设施,并保持完好。

  电动机开关附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,切断电源,进行处理。

  多台运输机连续运行,在未实现集中控制时,应按逆煤流方向逐台开动,依次按顺煤流方向依次停车。

  准备检查与处理

  准备

  1).工具、扳手、锥子、手锤、铁锹等。

  2).备品配件与材料、螺丝、皮带卡等。

  2. 检查与处理

  1).机头、机尾及整台运输机范围支护完好、牢固、无浮煤、杂物,否则,必须经班长、支护工处理安全后,方准进行工作。

  2).将控制开关停电闭锁然后对其它部位进行检查。

  A.机头及储带装置所有连接件和紧固应齐全,牢靠。防护装置齐全。

  B.减速器内油量适当不漏油。

  C.上、下托辊齐全转动灵活。

  D.机尾滚筒转动灵活轴承润滑良好。

  E.皮带机头完好。

  F.皮带无跑偏,松紧合适。

  G.电缆吊挂整齐。

  H.皮带保护齐全完好。

  3)、 开机时,发出开机信号,让人员离开传动部位,先点动二次,再转动一周然后检查下列各项:(1)各部件运转声音是否正常,皮带有无跑偏打滑跳动或刮卡现象,皮带松紧是否合适;(2)控制按钮、信号是否灵敏可靠。

  三、操作及其注意事项

  1、司机必须确认信号,按规定信号开、停带式运输机,每次启动前,必须先发出信号,通知人员离开带式输送机动部位,然后点动二次,再正式运行,未使用集中控制的多台带式输送机联合运转时,应按逆煤流方向逐台起动。

  2、不准超负荷强行起动,发动闷车时,先起动两次(每次不超过15秒)仍不能起动时,必须卸掉输送机带上的煤,待正常运转后,再将煤装上输送带运出。

  3、在运转过程中随时注意情况,经常检查电动机减速器、轴承的温度,倾听各部位运行声音,清理机头、机尾的煤尘、清理机身下积煤、矸石及杂物,保证正常洒水喷雾。

  4、发现下列情况时必须停机妥善处理后,方可继续运行。

  1).输送带跑偏、撕裂、接头卡子断裂。

  2).输送带打滑或闷车。

  3).电气、机械部件温度升超限或运转声音不正常。

  4).输送带上有大块煤、长材料等。

  5).危及人身安全时。

  6).信号不明或下台输送机停机时。

  5、处理输送机带跑偏时严禁用手、脚及身体的其他部位直接接触输送带。

  6、输送带运转时,严禁清理机头、机尾滚筒及附近的煤粉,不允许拉动输送机带的清扫器。

  7、在带式输送机上检修处理故障或做其它工作时,必须闭锁本机的控制开关,挂上“有人工作,不准合闸”的停电牌,除了处理故障,不许开倒车运转,严禁站在带式输送机上点动开车。

  8、在检修煤仓上口的机头卸载滚筒部位时,必须将煤仓上口挡严。

  9、除了控制开关的接触器触头粘住外,禁止用控制开关的手把直接切断电动机。

  10、皮带输送机的延长。

  1)开动输送机将煤运净,将涨紧开关打倒松的位置,启动开关松带。

  2)给机尾打信号挂带,拉带,将皮带挂直后,给机尾打信号停拉(机尾人员将H架,连接杆上下拖滚加齐,在机尾两边各打一根戗柱,戗柱必须用铁腿或直径不小于200毫米的圆木或液压单体柱)。

  3)听到机尾发出的开机信号时,起动涨紧绞车将皮带涨紧,按程序起动皮带输送机。

  4)紧带松带时,必须二人进行一人看涨紧开关,一人看护涨紧绳,皮带小车,有异常时,如出现小车掉道,咬绳等应及时将涨紧开关断开,看护时,严禁将手伸近转动部位。

  四、收尾工作

  1、班长发出收工命令,将煤拉净,上台输送机停机后,将控制开关柄扳到断电位置,锁紧闭锁杆。

  2、关闭机头喷雾。

  3、清扫电动机减速器等部位煤尘。

  4、在现场向接班司机详细交代本班运转情况,出现的故障,存在问题,升井后按规定填写运行日志。

  皮带司机、溜子司机必须站在运输机侧面操作,严禁正对运输交界处开运设备。

  第八节 溜子使用安全技术措施

  1、岗位司机必须持证上岗,操作时精力集中,并严格执行《操作规程》、《岗位作业标准》和《煤矿安全规程》,不得擅自离岗,并在现场进行交接班。

  2、溜子机头、机尾要进行固定(固定方法:锚链加地锚固定,地锚规格:φ20mm×1000强力锚杆,锚链规格φ18mm×64mm),并保证牢固可靠。必要时将溜子机尾和最后一节溜槽固定在一起,以防拉翻机尾。

  3、对设备进行检查、停机时,必须将控制开关手把打到“零位” ,并闭锁。

  4、严禁使用溜子运送物料,严禁躺着开溜子。

  5、信号系统应灵活准确,操作按钮灵敏可靠。

  6、司机必须按规定的信号(一声停、二声开)开、停设备。每次起动前司机应发出警报信号,警告人员离开机器转动部分,等人员离开后,经两次试验性点动后,再正常起动运转。

  7、开机中必须集中精力,做到手不离按钮、眼不离机头,发现问题,立即停机检查处理。

  8、接槽、接链时人员要协调配合、口令一致,严防碰手碰脚。

  9、起吊机头必须在支护完好地点进行,打起吊锚杆,并派专人观山,并有安检员现场把关,位置适当后,再进行稳固。

  10、处理刮板链跳牙时,必须用紧链器或手拉葫芦上正。

  11、紧刮板大链时,必须挂双链将上链固定牢固,坚持使用紧链器或手拉葫芦,接链时,必须把开关手把打到零位。

  12、设备运行期间,司机不得从事清煤及其它工作。

  13、溜子机尾信号安设在距机尾不超过20米的安全地点。

  14、严禁跨越运行中的溜子,在人员经常跨越的地段要设置过桥。

  第九节 保证煤质、提高块率的安全技术措施

  1、停机停水(遇煤湿时可不开转载点喷雾),如有淋水要采取措施,保证水份不超过8%。

  2、杂物集中存放,专车回收,不准上皮带。

  3、遇构造工作面出现矸石时,要制定煤矸分装分运措施。防止冒矸割底,保证灰份不超过21%,力争18%,含矸率不超过3.0%。

  4、各转载点加设缓冲装置减少块率损失。

  5、保证工作面毛煤质量指标达到:含矸率≤3.0% 灰份≤21% 水份≤8% 块 率≥53%

  第十节 锚杆巷道顶板监测安全技术措施

  1、为保证巷道施工安全,安装顶板离层仪测试顶板岩层的位移值。

  2、离层仪的安装方法和步骤:

  钻孔:离层仪安装位置距迎头不大于1.5m,在巷道顶板中部,采用φ19mm中空六方接长式钻杆,φ30mm钻头用锚索钻机在巷道中间位置打垂直钻孔,深度7.5m。

  深部基点:用安装杆将深部基点锚固器推入孔中,直到孔底,抽出安装杆后,用手拉一下测绳,确认锚固器已固定住。

  浅部测点:用安装杆推入浅部基点锚固器至2.5m处,抽出安装杆后,用手拉一下测绳,确认锚固器已固定住。

  孔口套管:安装孔口套管,对准刻度,要求浅部基点刻度坠与孔套管下边缘对齐,深部基点刻度坠与浅部基点刻度下边缘对齐,然后将其绳卡卡死并截去多余钢绳。

  3、初始读数:记录初始读数。

  4、安装注意事项:

  顶板离层仪安装位置距迎头不大于1.5m,否则无法捕捉顶板离层的全过程。

  钢绳应事先盘好,推入锚固器要逐卷展开,以防纠缠打结。

  推入锚固器时,安装杆不能回拉,否则锚固器双爪会从安装杆上端的槽中脱出。

  浅部基点锚固器一定要准确到位,为此可提前在安装杆上做好标记。

  安装后,两个刻度坠均应处于自由悬垂状态,不得有任何卡阻现象。

  顶板离层仪安装时,初始读数不得超过10mm,外套管安装浅部基点,内套管安装深部基点。

  第十一节 钻机的操作、使用及注意事项

  1、钻孔前的准备:

  1.1 操作者必须熟练掌握钻机的性能、使用方法注意事项,并能进行简单的维修,方能进行操作。

  1.2 操作前,首先检查该钻机各零件是否齐全,紧固件是否松动。操纵机构是否灵活,动作是否准确无误。在风水进口处检查过虑网是否完好。

  1.3 外接风管和水管在接入钻机前,必须清洗干净。接入钻机时,要用U型肖卡紧,以防使用过程中脱落。钻机开机前,所有的控制板机、板把都必须处于关闭状态。

  1.4 压缩空气要保证清洁,干燥,保证出口风压不小于0.5MPa,流量为4.3m3/min。

  1.5 保证水源清洁,出口水压不小于1.2MPa。

  1.6 每次开机前,一定要检查并注满进风口的注油器,保证气腿在使用时正常润滑。

  1.7 检查钻杆是否直,内孔是否畅通,钻头是否锋利。

  2、钻孔:

  2.1 空载试验步骤

  将支腿控制扳把缓慢转到开的位置,使支腿内部各级缸筒缓慢升出,待全部伸出后,将扳把转到关的位置,各级缸筒应在自重下缩回。

  将马达控制扳机缓慢压下,使钻机旋转。同时将支腿控制扳把转到开的位置使钻机旋转,与支腿内各级缸筒外伸应同时进行。

  将水控制扳把旋转到开的位置,观察钻杆连接套处,是否有水流出。

  2.2 钻孔

  将钻杆插入钻杆连接套中。先打开支腿控制阀,使支腿缓慢上升,在钻头接近顶板,打开马达控制阀,使马达慢速旋转,然后将水控制阀打开。当钻头钻进顶板约20mm左右,钻机开眼成功。

  钻机开眼后,将钻机的旋转速度和支腿的推进速度逐渐调到最大,以快速钻进,但钻进速度、推进力和旋转速度必须与顶板的岩石硬度相匹配,以达最佳的钻进效果。

  钻完孔后,关闭支腿的控制扳把,支腿排气,钻机在自重作用下收回,此时,马达缓慢旋转带着钻机落下,然后再关闭气马达控制阀,再关闭冲冼水。

  如果钻孔比较深,一次钻孔不能到位,待钻机降下后,再接上钻杆,继续向上钻孔,直到钻孔满足所需要求为止。

  钻完一孔后,将钻机搬至所需孔位的正下方,按上述钻孔方式继续钻孔,直到打完为止。

  3、注意事项:

  钻进过程中,必须使旋转速度和推进力相匹配,以求最佳钻进效果,同时,防止卡钻,损坏钻杆、钻头等。

  钻孔时,严禁在钻机下衬垫木料,严禁用手触摸正在旋转的钻杆,不能带手套领钻麻花钻杆。

  当钻机收缩时,手不要放在支腿上,以免挤手。

  钻孔时,油雾器内必须有足够的润滑油。

  减速箱每隔半年拆洗一次,填入充足的润滑油或润滑脂。

  在风管和水管的接头处,必须装过滤网,否则不准使用,过滤网必须每8小时检查一次。

  钻孔结束后,所有的控制开关都必须在"关闭"位置。同时要将钻机冲洗干净,远离工作面,靠巷帮放好,或平放在地上,不得随意乱摔、乱砸,以免损坏钻机。

  第十二节 顶板管理安全技术措施

  1、必须严格执行开工前和工作中的敲帮问顶制度。先顶后帮,工作必须由一名有经验的老工人带领,两人进行,一人观山,一人敲帮问顶,并且由外向里逐段进行。确认无危险后,方准进入工作面。割完煤进行敲帮问顶过程中,如发现顶板局部离层但人工又无法将其处理掉时,首先人员应全部退至工作面外,机组开至工作面采用机组截割的方式将其彻底处理后,确认安全后方可组织正常生产。

  2、遇有地质变化时,必须加强支护,及时改变支护方式。

  3、当掘进工作面遇到下列情况之一时,必须立即停止作业,撤离所有受威胁的人员,并及时汇报矿调度室及有关单位:①顶板来压,支护变形速度聚增;②瓦斯等有害气体超限、温度聚增聚减时;③工作面遇有煤岩、涌水量增大或有透水预兆时;④巷道顶板离层严重等。

  4、掘进过程中,根据地质条件变化情况及可锚性试验结果,分别采用以下支护方案:当煤质坚硬,顶帮稳定,整体性好,煤体可锚时,按正常支护方式进行施工;当地质条件发生变化时,如出现煤层变软、变酥、顶板淋水加大、瓦斯涌出增大、煤层节理、裂隙发育、片帮严重、底鼓、顶板破碎等情况,煤体可锚时,按缩小锚杆排距为800mm、锚索排距1600mm进行施工,同时进一步观测地质条件的变化情况及巷道的支护效果,若巷道支护效果仍然较差,立即与相关业务科室联系,进一步确定合理的支护方式,到时另行制定安全技术措施。

  5、掘进工作面后方所有巷道必须畅通无阻,支护完好。

  6、必须认真执行各种岗位责任制,严格现场交接班制度,按章作业,把好工程质量关,严禁任何人违章作业、空顶作业及冒险作业。

  7、严格执行《煤矿安全规程》第44条的规定。

  8、每班底所打锚杆进行非破坏性拉力试验,对达不到要求的继续抽查该排邻近锚杆,并补打锚杆。做拉拔试验时,千斤顶轴线方向严禁站人。

  9、每班施工前,必须认真检查后部锚杆支护情况,发现锚杆失效时,应补打锚杆,发现顶板下沉情况严重,两帮位移加大,要及时撤出工作面全体人员,并采取在巷中补打锚索、支设贴帮柱或中柱等挽救措施。坚持由外向里逐段修复,修复合格后,方可进入工作面。

  10、当班发现的不安全隐患,当班必须处理完,如有特殊情况未能处理完时,必须由当班验收员与下班验收员现场交清情况,由下班继续组织处理。

  11、锚杆托盘必须紧贴岩面,局部顶帮破碎锚杆托盘不能紧贴壁面时,可在原支护的情况下垫1个锚杆铁饼或开口铁饼,也可垫1-2个柱帽。

  12、工作面掘进过程中发现顶板压力较大、煤体破碎等异常情况时,现场跟班干部、验收员、安检员根据条件变化情况要及时缩小排距及最大空顶距,必要时要采用三排锚索或五花锚索(2-1-2)进行加强支护。

  13、对已掘巷道压力显现明显的地段要及时采取补打锚索或其他方式进行加强支护。

  第十三节 防止巷内产生静电火花安全技术措施

  1、井筒及横川开口和贯通3—5米处,顶帮使用绝缘塑料网进行全断面绝缘,防止产生静电传播。

  2、井筒掘进过程中每隔20米,顶帮使用绝缘塑料网进行全断面绝缘,防止产生静电传播。

  第十四节 支护器材使用安全技术措施

  1、支护器材必须严格按照第五章第二节的施工方法及设计的支护方式正常使用。

  2、支护器材要上架或底下垫衬木料进行码放,严禁码放在有淋水的地点,防止支护器材见水失效或性能达不到设计要求。

  3、对因特殊原因在井下存放时间过长,使用前要注意落实其有效期,如出现超出有效期的支护材料,严禁使用,并及时回收上井。

  4、支护器材如出现不合格,不完好,严禁使用,并及时向技术部门反映,技术部门要进一步落实。

  5、严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂,锚固剂有效期为3个月,且必须用专用车辆运输,并按规定进行存放。

  6、队技术员要对支护器材的支护效果进行认真观察、总结,跟班干部及验收员要对支护器材的规格、质量性能及施工过程的使用情况严格把关。

  7、废旧支护器材要集中码放,集中回收。

  第十五节 安装、回收安全技术措施

  1、安装、回收、倒系统任务确定后,队组必须召开专题会议,明确项目负责人、安全负责人、机电负责人。

  2、起吊2吨以上的重物必须打起吊锚杆,锚杆预紧力不小于50KN。

  3、起吊2吨以下的重物可以直接使用永久支护锚杆。但必须保证起吊所用

  锚杆经检验锚固力达到规程要求,起吊结束后必须对锚杆进行预紧,起吊过程中,如发现锚杆有拉出现象,必须立即停止起吊,并补打锚杆。

  4、起吊时,起吊手拉葫芦容量不得小于起吊重量,起吊前,必须对起吊装置、起吊锚杆等进行认真检查,确保合格安全后方可作业。

  5、起吊物品前,先对起吊地点进行检查,确认顶板煤帮完好,支护有效可靠,并对支护进行加固,确认安全后,方可起吊。

  6、起吊时,由专人统一指挥,并派有经验的老工人观山,场地周围无杂物,确保安全退路畅通,除起吊人员外,其他人员应站在起吊设备2米外的安全地点,重物未放在安全地点前,不允许摘钩,防止倾倒。起吊过程中,严禁任何人站在起吊物体上或将身体伸入起吊物体下。

  7、起吊重物采用锚链连接,使用链环必须上满扣螺丝,锚链、联环必须安全可靠。

  8、设备装车时,严禁超重、超宽、超长,应符合矿运输有关规定,装风机等遇碰撞会损坏的物件时,对设备要进行保护,采取两边用道木等保护措施。

  9、安装设备时,必须先将电源切断,拆设备电源时,要先将上一级电源切断,闭锁开关,挂停电牌,派专人看护,并将本设备电源放电后方可操作。

  10、严禁带电搬迁、安装电气设备和其它设备。

  11、小绞车司机必须持证上岗,严格按本岗位操作规程进行作业,严禁无证操作。

  12、工程完毕后现场杂物清理干净。

  13、安装、拖运设备时,滑轮要打专用锚杆进行固定,并要保证设备完好、信号可靠。

  14、在确保安全前提下,可以使用小绞车拖运(使用倒滑轮等设备)各种设备到施工地点。

  15、风机安装时,保证双风机、双电源,安设地点距回风巷口不小于10米。

  16、工作时,每个工作地点必须至少有一人佩带便携仪,先检查工作现场附近瓦斯浓度,只有瓦斯浓度在1%以下时方可继续工作。

  17、倒移局部通风机程序:新施工横川贯通前,布置好电缆、风筒等设备。贯通后,在现场通风队指挥人员的指挥下,将全风压巷风机停机,将全风压巷道风机倒运安装好,再从全风压风机口接风筒至另一巷迎头10-15米处,开启全风压巷风机。停非全风压风机,装车运到指定地点,安装好风机等设备,接好风筒,开启非全风压巷风机。停全风压巷风机,回收风筒至全负压巷迎头处,重新开启全风压巷风机。

  18、除在双巷均形成全风压系统,可以同时进行倒双巷通风系统,否则双巷通风系统必须分开进行。

  第十六节 挑顶及处理网兜、补打锚杆锚索安全技术措施

  1、考虑巷道顶板来压出现顶板下沉和网兜,需挑顶、放网兜补打锚杆、锚索处理,特制定本措施。

  2、技术要求:

  2.1 将巷道内因顶板来压导致顶板下沉的顶煤矸挑掉、网兜放掉,并补打锚杆、锚索加强支护。

  2.2 支护材料:φ22-M24-2400mm强力锚杆;1000mm×6000mm金属网,MSS-1-22-7.4锚索。

  2.3 挑顶、放网兜补打锚杆、锚索采用由外向里,每次一排,逐排进行。

  2.4 施工工序:剪网—(挑顶)—放网兜—敲帮问顶—支护—清煤。

  3、施工安全技术措施:

  3.1 施工前对挑顶、放网兜区域前后5米的锚杆进行加固检查,发现松动要及时加固,失效的要及时补打锚杆。

  3.2 施工过程中,严密观察顶帮情况,防止顶板掉块等事故发生。

  3.3 班组长必须随身携带完好的便携仪,瓦斯浓度超过1%时,严禁作业。

  3.4 挑顶、放网兜前,必须把挑顶、网兜附近2m范围内的电缆、风筒、抽放管路等用旧皮带、背板保护好,并将30米范围内的电器设备停电。

  3.5 挑顶、放网兜前,要在永久支护下架设平台或放置高凳,平台要连接牢固,高凳放置平稳,不松动,不晃动。挑顶、放网兜前,班长要在放网兜的龙门口区域打点柱进行支护。只有挑顶、放网兜区域顶板稳定,无安全隐患方可作业。

  3.6 挑顶、放网兜作业只能从外向里施工,禁止两边施工。施工作业过程中,所有作业人员禁止在挑顶、放网兜区域空顶下方来往作业,必须离开挑顶、放网兜作业区域。

  3.7 挑顶、放网兜时,班长要派有经验的老工人负责观山,并清理好退路。人员站在顶板完好的永久支护下、剪网后活块滑落范围以外,将挑顶、网兜处的金属网使用长度不小于500mm的断线钳1000mm为一段剪开,并用不低于2800mm长的穿枪进行敲帮问顶,找掉活碳、伞檐,确认无隐患,方可依次剪开另一段。若高度、宽度不够或存在伞檐,人员站在平台上用风镐进行支挖。

  3.8 风镐支挖时,班组长要统一指挥,并派人观山,派人站在永久支护下用穿枪配合进行活碳、伞檐的找掉。

  3.9 上网进行支护前,要派人进行敲帮问顶,找掉活碳,确认无隐患,方可进行上网支护。

  3.10 补打锚索支护质量符合设计要求。

  第十七节 高空作业安全技术措施

  1、高空作业是指人员在施工地点作业时,脚离地距离超过2米及其以上的情况。

  2、人员进行作业地点必须首先进行安全检查,进行严格的敲帮问顶,在确认安全后方可进行施工。

  3、人员进行高空作业时,必须架设安全的脚手架,系好安全带。

  4、工作面施工帮上部锚杆及紧顶锚杆时,可利用切割臂架设安全平台。搭架方法为:利用机组作为一侧支撑点,在机组一侧或两侧搭架,首先在迎头机组两侧(靠近帮部)各放一个梯子,再在机组两侧靠帮各放一个梯子(距迎头2.5-3.0m);先在靠帮梯子与机组之间横放一块木板,再在第一块横板与迎头梯子之间纵放一块木板,在纵板与机组之间各横放两块木板,最后在三块横木板上纵向各平稳放置1块木板。木板的厚度为50mm,木板长度根据现场情况确定,木板的宽度为200mm。单排掘进时,横板可改放2块。经现场安检查员、验收员检查确认安全后方可进行作业。

  5、工作面搭架施工帮上部锚杆及紧顶锚杆时,作业人员应一手抓住固定点(永久支护的网、锚索等),一手拿施工工具(钻杆、力矩扳手),需两人协作施

  工的必须配合好,架上的作业人员不能拥挤,要做好自保互保工作。

  第十八节 高冒区充填管理安全技术措施

  1、高冒区是指掘进巷道在掘进成巷过程中,因巷道顶板冒落高度超过正常巷道设计高度,有可能出现瓦斯积聚的巷道顶部空间;施工巷道内凡出现体积在0.5m3以下的高冒区,可用抽放队封孔材料(聚胺脂A/B)进行及时充填,队组要在施工现场存放聚胺脂材料A和B至少各25Kg;如果出现高冒区体积在0.5m3以上的,用专用的瑞米充填材料进行充填。

  2、生产过程中出现高冒区,队组当日要及时向通风科汇报,并填写高冒区充填申请单,说明冒落的高度、长度、宽度。同时通风队要建立高冒区瓦斯管理台帐,详细记录高冒区的位置、产生日期、冒落的高度、长度、宽度及瓦斯情况。

  3、充填前,通风队将高冒区的瓦斯纳入每班的检查范围,生产队组在通风队瓦检员的指导下,对高冒区采取临时处理办法,防止出现瓦斯积聚;处理高冒区瓦斯积聚可采用风障导风、风管吹散、风筒出三通、另接一趟专用风筒等方法。

  4、通风科接到队组高冒区充填申请单后,及时通知队组下充填材料和充填器具,并联系充填厂家配合队组进行高冒区充填。通风科要保证库房始终备有一定数量的充填材料,并保证每个盘区有一台充填器具。

  5、高冒区充填时,由生产队组负责,充填厂家配合(生产队组负责充填厂家人员的入井安全等事宜),现场瓦检员进行监督,保证高冒区充填质量。

  高冒区充填标准:充填前,由生产队组在高冒区内超出巷道设计高度200mm处挂一层网,网挂好后及时用充填材料进行充填(充填时在网上铺旧同风筒布)。挂网原则上与支护同时进行,生产队组对高冒区支护完毕后,可随即进行挂网,挂网采取在网底部用钢筋梯或钢带上托的办法,要求网必须与钢筋梯或钢带连接牢固,钢筋梯或钢带间距1m,用8#以上铁丝吊挂在永久支护的锚杆上,1m2吊挂4根以上铁丝并必须吊挂牢固;如高冒区冒落高度超过2m,除采取铁丝吊挂钢筋梯或钢带网的方法外,还必须用锚索补强,利用托盘上托,且每5m2不少于1根锚索。

  6、充填完毕后,生产队组将高冒区充填用料情况以充填材料管理跟踪卡形式反馈至通风科(瓦检员现场确认)。充填材料管理跟踪卡附后。

  7、以上充填工作,各掘进队组必须在距掘进面迎头200米范围以内完成。

  8、通风科要根据各队组高冒区情况合理安排充填时间及充填材料用量,保证及时充填。

  第十九节 其它相关安全技术措施

  1、认真开好班前会,对工作面情况及本班要求,做到心中有数,认真搞好现场交接班工作。

  2、各类岗位技术人员(包括检修班全体人员)持证上岗,按章作业,不得擅自离岗,严格遵守本工种《操作规程》和《岗位作业标准》。

  3、严格执行停送电、停送风有关规定,严禁无计划停风停电。

  4、严禁坐皮带、扒矿车。

  5、严禁带电或在停风期间搬迁、安装、检修电气设备和其它设备。

  6、加强设备维护,保证完好,杜绝失爆,要求各类保护装置齐全有效。

  7、机组司机操作机组时,严格按《煤矿安全规程》第71条规定执行,严防机器误动作伤人或其它事故发生。

  8、工作面必须配备穿枪、洋镐等敲帮问顶的专用工具,并配备施工使用的梯子、凳子。

  9、工作面各种移动式机械的橡套电源,必须严加保护,避免水淋、掉出、挤压,每班必须进行检查,发现损伤及时处理。工作面的移动式机器,每班工作结束后,和司机离开机器时,必须立即切断电源,并打开离合器。

  10、班长在分工时,必须向工人说明要注意的安全事项及操作要领,以确保作业过程安全。

  11、在皮带、溜子两帮清煤时,必须保证有300mm的安全距离。

  12、根据工作需要,施工人员可以站在截割臂平台上施工锚杆和联网工作,但机组必须在闭锁状态。

  第二十节 避灾路线

  主斜井工作面发生火灾和瓦斯、水灾事故的避灾路线:

  发生水、火灾和瓦斯事故避灾路线:工作面→主斜井→地面。

  

 

  第十二章 工程质量标准

  第一节 基本项目

  1、本巷道设计断面为直墙半圆拱形,断面设计尺寸为净宽5m、墙高1.5m、净高4m,净宽5m净断面17.32㎡,左帮基础0.25m、右帮基础0.5m,支护厚度为0.45m,强度C30。铺底0.1m,水沟设计宽0.3m、净深0.2m、支护厚度0.1m,井筒内17.5°斜巷段设计台阶净宽0.5m、高0.25m。铺底、台阶和水沟砌碹混凝土强度等级均为C20。

  2、锚杆安装:高强锚杆预紧力矩不小于50N·m,帮玻璃钢钢锚杆预紧力不小于40N.m,高强锚杆外露不超过50mm,玻璃钢锚杆外露不超过70mm,安装牢固,托板紧贴壁面,锚杆未接触部位可以用1个锚杆铁饼或开口托盘贴紧,也可垫1-2个柱帽。

  3、联网质量:符合作业规程规定,网间绑扎牢固,压茬好。网与网搭接不小于100mm,联网间距不大于300mm,用双股16#铁丝扭结不小于2.5圈,网片要求铺设平直,紧贴壁面。

  第二节 允许偏差项目

  1、锚杆排距800mm,允许偏差±100mm。

  2、锚杆角度:顶帮锚杆角度均与巷帮垂直,允许偏差±15度。

  第三节 保证质量措施

  1、加强培训,提高职工的素质和质量意识,任何情况下都要把安全质量放在首位。

  2、严格验收,奖惩分明,严格执行各工种岗位责任制,每个班组,每个施工人员都要把好操作关和工序质量关。

  3、掌握设计规格要求,质量标准化要求,施工上尺上线。

  4、积极开展全面质量管理,搞好质量标准化工作。

  5、工程质量,机电质量和文明生产严格按部颁标准贯彻执行。

  6、全体干部职工必须经过培训、并考试合格后,方可上岗作业。

  附:编制和参加审批规程部门人员名单及审批意见,

  学习作业规程签字登记表 (另附)。

 

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