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1、个工作面作业规程培训教案课题:采、掘工作面作业规程及各种措施单位:技术科 主讲:雷军祥 培训时间:2012年12月25日一、教学题目:采、掘工作面作业规程及各种措施二、培训时间:2012年12月25日 三、教学内容: 1、概况、采煤方法、掘进方式 2、顶板控制、劳动组织 3、安全技术措施、灾害应急措施及避灾路线 四、教学中难点:采煤方法、安全技术措施、灾害应急措施及避灾路线 五、教学方法:讲授 六、考试复习题1、IV1煤回采工作面采煤方法是?2、回采工作面顶板是如何管的,上下两巷超前如何支护?3、煤矿安全规程中的三违是指什么?4、掘进工作面锚杆支护间排距有何规定?5、当回采面发生气体事故时如何
2、自救及互救?六、教学内容第一节 IV14004工作面工程概况、采煤方法 一、工作面的位置位于IV1煤四采区,西面至矿井井田边界线; 东邻四采区运输下山;南临4006采煤工作面(未开采),北临4002采煤工作面。 二、地面相对位置地面位自强巷后山,工作面范围内为山地,无建筑物河流及湖泊。三、煤层结构煤层结构简单,通过掘进探知,煤层中无夹矸,但煤层顶板上有一层砂页岩厚度0.30.5米,不稳定,致密性好,局部地段有明显的层理,节理较发育,直接顶厚度3.56.5米,为细砂岩或粗砂岩,较稳定,随工作面回采跨落,直接底为5.0m厚度粉砂岩,局部地段层理稳定,煤层在倾向和走向上均无大的变化。煤系地层构造简单
3、,为一单斜构造。 四、 储量及服务年限工作面顺槽长度313m,倾向长度136m,平均煤厚1.40m,煤层视密度为1.35tm3,工业储量为7.98万吨。按设计停采线20 m(保安煤柱)计算,工作面的可采储量为7.58万吨。可采期限13.5个月。第二节 采煤方法一、采煤方法选择的依据:煤层产状,煤层厚度和顶底板特征:矿井目前的赋存条件与现状;矿井现有的技术条件和人员情况;井下运输系统和设备配备情况;相关的设计资料和采煤方法调研及分析资料。 二、采煤方法的确定走向长壁单体液压支柱炮采采煤法支柱选用型号:DW16型单体液压支柱,最大支撑高度2m,最小支撑高度1.4m,伸缩行程0.6m,额定工作阻力3
4、00KN,额定工作压力38.2Mpa,油缸直径100mm,泵站压力1820Mpa,初撑载荷118157KN,全行程降柱时间小于20秒,使用工作液含M10乳化剂23%乳化液,铰接顶梁:选用DJB1000/300,长度1m,重量55kg,总重量75kg。3、支柱方式:采用“见四回一走向齐梁齐柱”支护方式支护,第三排柱子为切顶柱,回收的柱子密集支于第三排做为切顶柱,并且在第三排柱子内侧200mm支设一根加强柱。支护规格:排距1m;柱距1m。工作面采用气动煤钻打眼放炮落煤,运输顺槽运煤配备SGW-40刮板机,一次采全高,工作面长度136m,循环进度1.0m,每天一循环,一采一准,一日一循环。第三节 采
5、煤方法与回采工艺一、采煤方法:考虑井田煤层赋存状况、矿井生产管理水平、工作面安全生产条件及工作面生产效益等因素,采用走向长壁一次采全高采煤法,区内后退式回采;两顺槽采用单体进行超前支护,搪瓷溜槽由工作面溜至运输顺槽,通过40T刮板机至停采线外,进而通过800mm溜槽溜至IV1煤西四采区下煤口,人工装入矿车,采5T电瓶电机车经平硐运至地面煤仓。工作面支护选用单体液压支柱配合铰接顶梁;落煤方式为打眼放炮落煤;顶板管理方式采用全部垮落法。采煤方法:1、走向长壁后退式采煤方法。2、采高:采高1.41.6m ,平均1.50m。回采工艺1、 落煤方法:采用放炮落煤。2、装煤方法:人工将煤扒至溜槽内,自流至
6、运输巷,然后由刮板机运至小井。3、运煤方式:运输巷采用SGW40T 型刮板机运煤。支护要求1、工作面使用DW1630/100或DW2025/100型单体液压支柱配合HDJA1000金属铰接顶梁支护。2、支护形式:齐梁齐柱式。3、裱褙方式:铺设顶钢丝网,网边与网边间使用12#双股铅丝连接,每200远一道。巷道布置简述回风巷、运输巷为锚网支护,断面2.42.4。二、支护设计1、IV1煤层厚度:从现已掘巷、回采揭露的煤层实际情况来看,煤层厚度变化在1.3m1.5m之间。2、支柱选用型号:DW16型单体液压支柱,最大支撑高度2m,最小支撑高度1.4m,伸缩行程0.6m,额定工作阻力300KN,额定工作
7、压力38.2Mpa,油缸直径100mm,泵站压力1820Mpa,初撑载荷90KN,全行程降柱时间小于20秒,使用工作液含M10乳化剂2%3%乳化液。铰接顶梁:选用DJB1000/300,长度1m,重量55kg,总重量75kg。3、支柱方式:采用“见四回一走向齐梁齐柱”支护方式支护,第三排柱子为切顶柱,回收的柱子密集支于第三排做为切顶柱,并且在第三排柱子内侧200mm支设一根加强柱。支护规格:排距1m;柱距1m。4、当工作面遇地质构造带变厚或过断层时可适当加密柱距,不同型号的单体液压支柱可以分段使用,严禁混用。5、顶板管理:工作面顶板管理方法对整个采空区而言为全部垮落法、控顶范围内均采用单体液压
8、支柱铰接梁支护。6、超前处理自煤壁开始不小于10米,1020米为超前支护:采用单体支柱结合铰接顶梁支护。7、支护设计1)估算支护强度PT=10(4-8)mv=1061.52.2=198(kN/m2)式中:m- 平均采高, 取1.5m 48 采高倍数 取6 岩石容重, 取2.2t/m32)计算单体液压支柱实际支撑能力Rt=Rkgkzkb khka=3000.990.950.91.131.0=286.94 式中:R支柱的额定工作阻力, 300kN kg工作系数 取0.99 kz支柱增阻系数, 取0.95 kb支柱承载不均衡系数, 取0.9 kh采高系数 取1.13 ka倾角系数 取1.03)计算支
9、护密度 n= PT/Rt=198/286.94=0.69(根/m2)4)计算柱距 a=N/Lmaxn=4/(4.20.70)=1.36(m)5)确定柱距、排距 根据以上计算、采场矿压参数及集团公司要求,为确保工作面的支护强度,保证安全生产,确定工作面最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,正规排距为1.0m,正规柱距为1.0m时符合支护要求。四、回采工艺工艺流程:打眼爆破落煤挂网支护(挂梁打柱)攉煤运输拆摆溜槽回柱放顶(一)落煤:1)、防尘:将防尘水管铺设至上回风巷、工作面、下转载点,进行喷雾降尘,每个炮眼内装水炮泥灭尘。2)、打眼:采用ZQS-3.5/2.0风动钻、1.25m钻杆,和工作面夹
10、角015打眼,三花眼布置。3)、装药、利用2#煤矿乳化炸药,毫秒电雷管爆破,底眼为连续装药,顶眼为空气柱装药。4)、联线方式:串联方式联接,起爆顺序为底眼顶眼。5)、炮眼布置见图3-1。6)、炮眼装药量及火工品消耗见表3-2。1、工作面支护(挂梁打柱):支护顺序:审帮问顶打眼放炮落煤挂梁接顶攉煤移溜打正规柱1)、普通支护说明:a、工作面采用DW22型单体液压支柱,配DJB1000/300型金属铰接顶梁,顶板用10005000的金属网瞒顶,金属网要用扎丝连接,其间距不大于200。b、支护形式:采用34排走向齐梁齐柱式;c、支柱的排距为1000,柱距为1000;d、泵站压力不小于18Mpa,单体液
11、压支柱的初撑力不小于90KN;e、上下出口第一排距超前支架必须小于500毫米,否则必须加排;f、支护材料的种类及消耗见表3-3;g、支护其它辅助工具:铁钎、手镐、注液枪及液压管路U型卡等;h、液压系统材料设备见表3-4;安全出口支架1、回风巷(运输巷)支护形式:使用单体液压支柱配金属铰接顶梁,一梁一柱,距离自煤壁向外不少于10米进行双排支护;1020米范围内单排支护,自煤壁线向外距离不少于20米。2、煤壁线往外20m的范围内支架完整无缺,其高度不得低于1.6m,人行道宽度不得小于0.7m,活煤、活砟及时清理干净,不得有任何杂物,保证安全畅通。3、支柱的初撑力不小于50KN。(2)特殊支护说明:
12、1、木垛:本面初放期间,上下出口各设置一个木垛,位置为距上下出口10米以内,正常回采时根据工作面的情况,及时补充措施决定木垛的使用量;2、戗棚:初采期间在新切断线内侧各打一排首尾相接的倾斜连续戗棚,正常回采时工作面保持单排首尾相接的倾斜戗棚,戗棚料规格为2002000毫米,削去4050毫米的边皮,戗棚腿为单体液压支柱,打成1梁2柱形式,戗棚柱向采空区侧倾斜1015,向上山方向迎35;3、防倒:由于工作面采高、倾角较大,为防倒柱,四排支柱必须用钢丝绳从上到下栓联好,每根柱头有防倒绳,钢丝绳规格为4mm。4、超前支护:材料道、溜子道从煤壁向外打连续走向单体支柱配金属铰接顶梁棚子,110米范围内为双
13、排支护,棚距1米,采用1梁1柱支护,顶梁使用铰接顶梁,长度1米,柱子使用DW22型单体,梁与顶板之间必须垫实,超前支柱初撑力不低于50KN,超前处理和超前支护必须留有不小于0.7米的安全出口。5、工作面端头支护:工作面上、下端头采用铰接梁配单体液压支柱支护方式,齐梁齐柱,每个端头不小于5.0米,排距1.0米,排距0.8米,支柱使用DW16型单体液压支柱,梁与顶板之间必须垫实,支柱初撑力不低于50KN。(3)备用支护材料说明: 工作面所需备用材料的规格、数量见表3-3。各种备用材料必须在出口外顶板完整、支架完好、不影响通风运输的巷道一侧分类码放整齐,备足数量,一般情况下不能挪用,特殊情况需经矿领
14、导同意后使用,事后必须补足。(4)坑代品管理1.井队要设置专职铁管员,负责坑代品管理工作,2.做好工作面的柱、梁、楔子的编号工作,以便对号使用,三班现场交接。3.下井的支柱要在地面试压合格,方可下井使用。4.,工作面内的失效支柱、铰接顶梁必须及时更换,损坏的坑代品要及时运出工作面升井。5.回料时要超前钩头20米查找遗料,五是对补充的梁柱要严格现场交接验收,日清日结。(二)攉煤运输:1、装煤:工作面煤以自溜为主,散落的煤炭由人工进行攉煤为辅。2、运煤:工作面运煤使用500mm塘瓷溜槽,运输顺槽和溜煤上山使用40T刮板输送要运煤,大巷使用5吨电瓶电机车,其规格、型号、数量、长度见运输设备配套表3-
15、5。表3-5运输设备名称型号数量长度备注工作面搪瓷溜槽500130160个斜136m刮板机输送机SGW-40T5483m蓄电池车5T3台5T矿车V17-70060个(三)拆溜:工作面煤全部清理完后,人工拆除搪瓷溜槽并固定在工作面第二、三排柱子上,固定时要求每5-7个为一组,用铁丝固定牢靠。(四)回柱放顶:1、顶板管理方法采用全部垮落法。2、控顶距的确定:最大控顶距4.2米,最小控顶距3.2米,放顶步距1米。3.初次放顶和放顶期间的顶板管理:3.1初次放顶:在新老断切线打好双排首尾相接的戗棚,在上下出口各设置一个木垛,位置为距上下出口三棚处,并实行全承载支护。3.2正常放顶:工作面上下出口各保持
16、一个木垛,并在新切断线下保持双排支柱,其中一排为戗柱,实行全承载支护。3.3初采期间,应对工作面所有支柱进行二次注液,确保初撑力不小于11.5MPa。3.4放顶时2人为一组,其中一人工作,另一人观察顶板和周围情况,发现异常,立即撤出人员至安全地点。3.5初次放顶必须站在倾斜上方的安全地点,分段放顶距离不小于15米,放顶放出的点柱直接打在新切顶线200mm处并栓好打牢,点柱必需迎山。3.6放顶时,观顶人员严禁站在放顶人员的后路上。3.7放顶前,必须首先打好收尾柱,放出的顶梁应及时竖放并栓牢,放出的点柱必须一次打齐,严禁成堆堆放梁或点柱。3.8放顶时,必须先试回,发现压力大时,必须在卸载手把上栓5
17、.0米以上的牵引绳进行远距离操作,回撤下的支柱必须打在新切顶线梁下戗向空帮。3.9回孤点柱前必须先在外侧打好护身点柱和临时支柱,具体操作方法:先检查好顶板并执行审帮问顶,然后在孤点柱的外侧200mm处支设一根单体柱,柱头戗向咋帮并栓牢,放顶人员站在新切顶线以外进行放顶工作,放顶时应时刻观察顶板及支架情况,回柱时先回孤点柱最后回临时支柱。3.10每组放顶的上方设置一道挡矸装置,使用铁板配单体液压支柱,铁板高度不低于0.8m,施工人员脚要踩稳,支柱必须升紧打牢栓好。3.11初次放顶时,严禁煤壁区做任何工作。3.12倒入老空内的坑代品必须使用长把工具将其勾出,严禁任何人员进入老空区(采空区)。4、回
18、料方式:(1)回料方式及顺序:采用人工与机械回料相结合的方式,工作面采用人工分组分段回料时,接料点应选在顶板稳定、支架齐全处,并且必须设置好挡板,其回料顺序:由下而上,逐棚进行。(2)回料要求:相邻两回料组之间的距离不得小于15米,回料地点上下各15米范围内严禁进行任何工作,严禁其他人员逗留;回料前不准装药,回料时工作面严禁放炮,回料前在超前回料地点20米范围内打好特殊支架,维护好顶板,整理好工具,回料工必须严格执行操作规程。(七)、顶板管理:1、顶板管理方法:全部垮落法。2、矿压测定:工作面必须派专人进行矿压测定工作,矿压测定一般在早班进行,每班进行测定后都必须建立矿压测定台帐,并将每天矿压
19、测定报表在下班后2小时内报矿安全矿长审批后存档,在测压过程中,如果发现顶板压力明显增大,大面积冒顶预兆明显,测压工应该立即报告井下值班领导,将工作面工作人员撤到安全地点待命,再将井下情况及时报矿领导。矿领导接到报告,必须立即组织矿有关领导及职能部门制定方案,采取措施,进行处理。第四节 循环作业、劳动组织、主要经济技术指标一、循环作业:1、循环方式:根据工作面的自然条件、工作面面长、运输条件,充分发挥工作面的生产能力,结合顶板3-4排管理,确定日循环进度一个循环。2、作业形式:采用“一采二准”作业形式,即早班扒煤、中班支柱、回柱,夜班打眼、放炮。同时早班派专人进行设备检修维护。3、循环作业图表(
20、见表4-1)二、劳动组织:劳动组织形式:根据作业形式,通过定编、定员、定岗、定责任的形式,进行采煤、回料专业组分段作业。采煤工作面劳动组织表工种班次各工种主要工作早中晚班 长111负责本班安全、生产、现场安排工作放炮工2打眼、装药、联线、放炮瓦检员111负责防尘管理、执行“一炮三检”工作支架工4运料和工作面支柱回柱工4回柱、戗柱支护扒煤工5工作面扒煤刮板机工3开刮板机、维护、保养小计10 68合计24第五节 避灾路线1、工作面发生灾情后,首先要弄清事故发生的性质、地点,由班长清点人数,及时向调度室汇报,并迅速沿指定路线撤人。2、工作面发生火灾或瓦斯爆炸事故后,所有人员立即佩带好自救器,尽快沿迎
21、风方向撤离。3、火灾:工作面运输巷运煤上山IV1煤西运输巷主平硐地面4、发生水灾时人员撤离路线:工作面工作面回风巷IV1煤人行上山IV1煤回风平硐总回风上山地面第六节 掘进作业规程一、支护方式(一)支护形式:锚网支护,锚杆间排距为0.8m。出煤、矸前必须敲帮问顶并打好临时支护。二、临时支护:1、临时支护采用两根内注式单体液压支柱配合2根1米铰接梁,临时支护距迎头最大空顶距不超过500mm,单体柱距上下帮间距各为800mm,柱距800mm。2、扒煤作业后进行二次敲帮问顶,按规程或措施对顶板进行永久支护。先施工顶板靠帮锚杆,然后在临时支护下施工锚杆,严禁空顶作业。3、顶板永久支护后,撤出临时支护,
22、放置在指定地点,码放整齐。三、永久支护 永久支护采用直径为18的螺纹钢锚杆,长度为1800mm,间排距为800mm。使用2mm铁丝编制而成的5050的菱形网。锚杆外露小于50mm,托盘必须紧贴煤、岩面。四、支护质量要求(一)巷道按测量标定方位架红外线,掘进方向严格按红外线所指方向掘进。(二)严格按照设计断面进行施工,巷道沿煤层顶板走,高度严格执行设计尺寸,巷道可上下坡,确保设计高度,直到达到设计要求。严禁人为破坏顶板,给掘进工作带来不便,上下帮煤、岩外露不得超过500mm。五、锚杆支护安全措施1、首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作。2、打眼前,要根据中线检查巷道
23、断面的规格是否符合设计要求。不符合时,必须处理。3、打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼。使用锚杆机时要先送水、后送风,停锚杆机时要先停水、后停风。4、打眼深度(计算冒落拱高后以两倍的安全系数确定),锚杆外露长度不大于50mm,与岩层倾斜尽量垂直,夹角不小于75。5、打完眼后要用压风把眼内的集水、岩粉清冼干净。六、安装锚杆1、装锚固药卷前,先将锚杆插入孔内试探锚杆眼深度,查看孔深是否符合要求,深度不够时,应重新打眼达到要求为止。2、安装锚杆时,先把锚固药卷按规定的数量装入眼内(使用2根药卷),随后插入锚杆。此时,安好连接套,插入风锚机,启动风锚机使之旋转,慢慢推进到眼底,搅拌20s后,停钻,卸下风锚机
24、,待5min后方可卸下连接套。20min后,上好托板,将螺母用扳手拧紧。锚杆托板要紧帖岩壁,如岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。锚杆的锚固力不得低于60KN/根。七、避灾路线IV14006运输巷水灾四采区溜煤上山总回风上山安全出口。IV14006回风巷水灾四采区溜煤上山总回风上山安全出口。IV14006运输巷火、瓦斯、煤尘四采区通风行人上山西运输大巷主平硐地面。IV14006回风巷火、瓦斯、煤尘四采区通风行人上山西运输大巷主平硐地面。IV13-2运输上山水灾IV13-2运输上山与回风上山联络巷回风上山IV10煤总回上山安全出口。IV13-2轨道上山水灾IV13-2轨道上山与回风上山联络巷回
25、风上山IV10煤总回上山安全出口。IV13-2轨道上山火、瓦斯、煤尘IV13-2轨道上山绕道石门主平硐地面。IV13-2运输上山火、瓦斯、煤尘IV13-2运输上山绕道石门主平硐地面。IV13-2西运输巷水灾绕道石门运输上山、轨道上山通风上山IV10煤回风上山安全出口。IV13-2西运输巷火、瓦斯、煤尘绕道石门主平硐地面。安全技术措施第一节 一通三防一、通风管理: 1、开口前,必须对采区通风系统进行调整,确保通风系统稳定、可靠,风量分配合理。 2、开口前必须严格按要求进行风量调节和局扇安装,并将风袋接至开口点。 3、安装的局扇在进风巷道内,离底板高度大于0.3m,吸风口有风罩,高压部位有衬垫,安
26、装做到 “稳”、“平”、“牢”,同时实行“三专两闭锁”供电,严禁发生循环风。铺接的风筒为:500mm的阻燃风筒,用8#铁丝生根拉线吊挂,靠顶靠帮,接头反压边,逢环必挂,吊挂平直,拐弯处安设铁弯头,破口及时粘补,确保严密不漏风。 4、掘进期间,瓦检员必须加强局部通风的巡回检查,发现问题,及时汇报。 5、掘进期间,机电队必须加强局部通风机的供电系统管理,确保供电正常,严禁无计划停电、停风。 6、掘进期间,通风工每天必须按质量标准化对风筒进行检查维护,确保风筒出口距迎头小于5m,保证迎头有足够的新鲜风量,严禁无风、微风、瓦斯超限。 7、掘进期间,必须派专人对采区通风系统、瓦斯浓度、风量分配等情况进行
27、全面检查、测定,确保通风系统稳定、可靠,风量分配合理。8、掘进期间,必须由专人对采区的通风设施进行认真检查维护,确保各设施完好、可靠。 9、掘进期间,局部通风机由施工单位跟班瓦检员看管风机,严禁任何人随意停、开,而且施工单位必须在当班瓦检员记录本上签字。 10、掘进期间,若主扇因故突然停运,现场安全员、瓦检员、施工单位现场负责人必须严格按照“一通三防”应急预案相关规定执行,传达本措施时一并传达贯彻。 11、根据地质部门提供的地质资料,IV13-2煤层运输上山若遇地质构造带时,及时编制措施。 二、瓦斯管理: 1、掘进期间,必须三班派专职瓦检员经常检查掘进工作面迎头、回风流、局部高顶及风机和开关附
28、近10m范围内风流中的瓦斯浓度,并严格执行“现场交接班”、“一班三汇报”(特殊情况随时汇报),“瓦斯巡回检查”及 “瓦斯检查记录三对口”等制度。严禁出现脱岗、睡岗、空班、漏检、误检和假检。 2、掘进期间,瓦检员必须严格瓦斯管理,严禁瓦斯超限作业,放炮时必须严格执行“一炮三检查”和 “三人联锁签字放炮”制度。 3、掘进期间,施工单位必须严格执行停电放炮制度,由安检科安检员负责监督落实。 4、掘进期间,掘进工作面迎头风流中瓦斯浓度达到0.80%时,必须停止打眼;爆破地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.80%时,严禁爆破;掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到0.80%时,必须立即停止工作、切断电源、
29、撤出人员、设置栅栏,禁止人员入内,并向通风值班室和矿调度室汇报,由瓦检员查明原因,采取措施,进行处理;如局扇及开关安设地点附近10米范围内风流中瓦斯浓度达到0.50%时,也必须立即停止工作、切断电源、撤出人员、设置栅栏,禁止人员入内,同时向矿调度室汇报,由通风工查明原因,采取措施,进行处理。 5、掘进期间,瓦检员每次检查瓦斯,都必须将瓦斯检查数据和瓦斯传感器显示数据一并汇报调度室,同时,必须将检查的瓦斯浓度数据向现场施工负责人说明清楚,当前所查的瓦斯浓度是否能正常工作。 6、掘进期间,瓦检员若发现瓦斯超限,(不论是光学瓦检器检查超限还是瓦斯传感器显示超限),都必须立即按规定停止工作、切断电源、
30、撤出人员、设置栅栏、揭示警标 、禁止人员进入局部通风范围之内,并交代施工单位现场负责人在栅栏处设置警戒,禁止人员入内,然后就近电话汇报通风值班室和矿调度室。由通风工区查明原因、采取措施、进行处理。 7、瓦检员因汇报等原因需离开施工现场时,必须先检查通风瓦斯情况,如通风、瓦斯均正常,然后向施工单位现场负责人说明清楚后方可离开,汇报完毕后必须及时赶回施工现场,瓦检员因汇报等原因不在工作面期间,严禁放炮。该期间,施工单位现场负责人可利用便携式瓦检仪检查瓦斯,如发现瓦斯超限或突然停风,也必须按规定立即停止工作,切断电源,撤出人员,禁止所有人员进入停风地点。8、瓦检员交接班时,必须共同对所负责区域内的通
31、风、瓦斯及安全设施全面复查一遍,发现隐患及时处理。 三、综合防尘: 1、打眼前洒水湿润煤体、水炮泥装药、爆破前后及出煤过程中洒水、爆破时使用喷雾。 2、作业人员随身佩戴防尘口罩。 3、巷道经常洒水降尘,杜绝粉尘堆积和飞扬。 4、定期冲刷巷道,并由瓦检员进行经常性检查。 5、防尘水管必须紧跟迎头,每隔50m分出一个三通阀门,以便及时降尘。 6、按设计加工好全断面洒水喷雾防尘水帘,在放炮及出煤时开关处于常开状态。四、防火管理: 巷道掘进过程中采用风动钻打眼和搪瓷溜槽出煤,防火重点是防设备、电缆和人为火灾。 1、电气设备着火时,首先切断电源,用砂子、岩粉灭火。 2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他原
32、因引发的火灾,利用水管灭火。 第二节 顶板1、必须坚持先检查后工作原则。每次开工前和放炮后,当班跟班干部和班组长都必须先从外往里对施工迎头顶板、支护等安全情况进行一次全面检查,发现问题及时处理。处理时,必须由外往里依次进行,且处理点往里迎头方向严禁有人。确认无危险后,方准人员进入迎头作业。 2、施工中必须坚持执行经常性的敲帮问顶工作,及时找掉顶、帮悬矸危岩,排除隐患,确认安全后方可施工。 找顶工作由两名有经验的人员担任,一人找顶,一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点,观察人站在应找顶人的侧后面,并清理出畅通的安全退路;找顶应从有完好支护的地点开始,由外往里按先顶部后两帮的顺序依次进行。找顶
33、时,找顶点下方及往里迎头方向严禁有人。找顶时,严禁多处同时进行找顶,严禁在找顶范围内进行与找顶无关的工作。找顶工作人员用长把工具找顶时,应注意防止矸石顺杆下落伤人。顶帮遇有大块断裂矸石或矸石离层时,应首先设置可靠的临时支护(一般采用木点柱配半圆木在其吃劲处打上牢靠的戴帽点柱),保证安全后,再顺着裂隙、层理慢慢地找下,不得硬刨强挖。 3、每次放炮前、后都必须对迎头10m范围内的支护情况进行检查加固,加固方法为:将松动的螺帽拧紧,失效的锚杆重新补打,崩坏的网予以更换,并达到设计要求。 4、每次放炮后,至少等15分钟,待迎头的炮烟被吹散,班组长、放炮员、瓦检员和安检员必须首先巡视放炮地点,检查通风、
34、瓦斯、煤尘、顶板、支护、拒(残)爆等情况。如有危险情况,必须立即处理。确认安全无危险后,方准人员进入迎头施工。 5、每次炮后必须先找净顶、帮活动煤矸,确认顶帮安全稳定后,用风、手镐将顶部修刷成型后,及时进行临时支护,严禁空顶作业。 6、施工过程中,每班必须必须由当班安全员或一名经验丰富、工作责任心强的人员负责观察顶、帮的变化情况,发现问题及时撤出人员,待顶板稳定无危险时采取有效措施进行处理。处理时,处理点下方及往里迎头方向严禁有人。待处理好并经检查确认安全无危险后,方可恢复施工。 7、施工期间,必须加强后路的检查维护,发现问题及时处理,确保后路安全畅通。要定期检查锚杆支护效果,经常观察,发现异
35、常及时制订补充措施进行处理。8、现场施工中若发现有顶板出现局部离层掉渣;巷道两帮收敛,顶板下沉;巷道底板鼓起,顶锚杆断裂;顶板岩层爆响等冒顶预兆时,必须立即撤出现场施工人员,就近电话汇报矿调度室和工区,并采取有效措施进行处理。 顶板出现局部离层掉渣、顶锚杆断裂时,要及时补打锚杆,确保顶板的完整性,尽量减小顶板离层的发展。 巷道出现两帮收敛、顶板下沉现象时,要根据巷道顶板变形程度采取增大锚杆支护密度进行处理,变形严重时要及时进行架棚支护。 巷道顶板出现岩层断裂爆响、顶锚杆断裂等一系列顶板剧烈活动来压的顶板事故预兆时,要立即撤出在危险区内所有作业人员,待顶板稳定后,立即对巷道由外往里进行架棚支护。
36、 9、施工中若在出现冒顶或由于断层及其它构造造成顶帮压力大、顶板破碎,锚网支护不能有效支护顶板时,则必须改用架钢棚进行锚架联合支护。 10、严禁在锚杆上系大链、滑轮来起吊重物,如需使用时,必须另行打设专用锚杆来起吊。 11、施工中必须严格跟好中、腰线,按掘进质量标准化标准要求组织施工,必须严格执行操作规程、安全规程和现场交接班制度。 第三节 爆破1、放炮员必须由经过专门培训,考试合格并取得合格证的人员担任,且持证上岗。 2、放炮员必须严格按“爆破说明书”及“装药结构图”要求进行装药联线爆破。3、放炮员必须在每次炮前检查炮线质量,如有破损及漏芯等现象时,必须及时更换。炮线接头处必须用接线盒。 4
37、、爆破作业时必须采用符合标准的爆破母线。爆破母线与连接线、电雷管脚线与连接线、脚线与脚线之间的接头必须错开200mm以上,相互扭紧并悬挂,不得同金属管、钢筋网、溜槽等导电体相接触,并用绝缘胶布包扎好,严禁出现明接头。 5、每次放炮前,必须观察风机运转供风情况,只有当风机正常运转、供风正常时,方可放炮。一旦风机停运,必须立即停止放炮,待恢复正常通风,重新履行完放炮手续后,方可放炮。 6、放炮作业时,必须严格执行“一炮三检查”、“三人联锁放炮”制度。 7、装配起爆药卷时,必须严格按煤矿安全规程第三百二十六条之规定:每次爆破作业前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否
38、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。8、炮眼深度及炮泥充填严格按煤矿安全规程第三百二十八条: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。三百二十九条:炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:(一)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,必须制定安全措施,炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥。(二)炮眼深度为0.61m时,
39、封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。(三)炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。(四)炮眼深度超过2.5m时,封泥长度不得小于1m。8、发爆器的把手必须由放炮员随身携带,严禁转交他人。不到爆破通电时,不得将把手插入起爆接线盒内。放炮后,必须立即将把手拔出,摘掉母线并扭结成短路。 9、通电以后拒爆时,放炮员必须先取下把手,并将放炮母线从放炮器上摘下,扭结成短路,过15min后,才可沿线路检查,找出拒爆原因。 10、处理拒(残)爆时,必须遵守下列规定: 由于联线不良造成拒爆时,可重新联线起爆。 在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的炮眼,重新装药起爆。 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的
40、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。 处理拒爆的炮眼爆炸后,放炮员必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。 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。处理残(拒)爆时,必须在班组长指导下进行,应在当班处理完毕,若未处理完毕的,放炮员必须在现场向下一班放炮员交待清楚。下一班待处理好后,方可进行其它施工作业。 11、放炮员必须严格遵守炸药、雷管的领退核销制度。 12、炸药、雷管必须分别使用专用木箱存放并加锁,严禁混装,严禁乱扔乱放。 13、炸药、雷管箱必须存放在顶板完好、支架完整、无淋滴水并避开机械、电气设备的警
41、戒线以外的安全地点。 14、失效炸药、不导电雷管必须由放炮员收交井下炸药库,严禁乱丢乱放。 15、碰到地质构造带、岩性变化带,放炮员要根据自己的经验或区队领导的要求来布置炮眼和装药。 16、警戒:(1)每次放炮前,班组长先到IV13-2煤层运输上山工作面撤人到安全地点,指令2人到距放炮地点75m处设好临时警戒,禁止人员由此进入放炮巷道内;班组长仔细清点好人数,确认一切无误后,方可下令放炮。放炮员接到放炮命令后,必须先发出放炮警号,至少等5s,方可通电起爆。 (2)警戒的设置距离按直巷100m、转弯巷道75m执行,并随迎头的推进而相应移动设置。 (3)警戒必须设在警戒线外顶板支护完好的安全地点,
42、警戒处必须悬挂警戒牌。 (4)警戒的设置和解除由当班班组长全权负责。 第五节 机电1、该上山内所有电气设备、保护装置必须齐全完好、灵敏可靠。所有电气设备入井前,必须由专人检查其“产品合格证”“防爆合格证”“煤矿矿用安全标志”及其安全性能,检查合格后签发合格证方准入井。对井下失爆、不完好的电气设备及时回收上井检修。 2、施工单位必须对该上山电气设备天天检查,发现问题及时处理,严禁电气设备、电缆失爆。 3、必须严格执行“三专两闭锁”制度。 4、开关必须上架,电缆、监测线、风、水管等管线必须按施工断面图规定要求吊挂整齐。所有机电设备都必须安装、摆放在顶板完好、无淋水的地方。 5、井下不得带电检修、搬
43、迁电气设备,若需检修、搬迁电气设备时,严格按煤矿安全规程第445条之规定执行。 6、设备搭火、检修、搬迁及处理设备故障时,必须先停电。 当班维护员必须将闭锁开关把手打到零位,挂牌上锁,设专人看管。施工前,必须先检查施工点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度,只有在瓦斯浓度小于0.8%时,方可施工。 只有在验电、放电的前提下,方可进行操作,严禁带电作业。 严格按照煤矿机电设备检修标准和煤矿机电设备完好标准进行操作,严禁设备失爆和不完好。 施工完毕后,必须先检查一遍,并与影响范围内的当班电工联系好,确认可以送电后,方可由谁停电谁亲自送电。 7、机电科、安检科每周必须对电气设备进行不少于2次检查,发现问
44、题及时责令责任单位整改,严禁设备失爆和不完好。 8、闭锁开关电源侧维护检修由机电科负责,闭锁开关至施工迎头负荷侧由施工单位负责。 第六节 运 输一、管理规定: 1、机车运输必须前有照明灯,后有红灯,遇到岔道,转弯必须减速行驶,遇到前面有人时,必须敲打警铃加以提示,同向行驶的两辆机车必须保持不少于100m的距离。2、人力推车时,必须遵守下列规定:(1)一次只准推一辆车,严禁在矿车两侧推车。同方向推车的间距,若轨道坡度小于或等于5时,不能小于10m,坡度大于5,不得人工推车。(2)推车时必时刻注意前方,在开始推车、停车、掉道,发现前方有人或有障碍物时,从坡度较大的地方向下推车,以及接近道岔、弯道、
45、巷道口、风门、硐室出口时,推车工必须及时发出信号,并放慢推车速度,严禁放飞车。二、运料及推车管理: 1、物料及设备时必须稳拿轻放,两人或两人以上同时装车时,必须要相互配合好,协调一致,做好自保互保工作,以免误伤自己或他人。2、超过1.6m长的物料必须用架子车装运,且必须捆扎牢固,重心不偏载、不超高。 3、矿车装运物料时,物料高度不得超过矿车上沿。 4、装卸物料不得超重、超高、超宽。同车内物料长短应一致,否则必须长料在下,短料在上。 5、推车前,必须先检查轨道及道岔状况,清除沿途障碍物,确保 线路安全畅通。 6、平巷同向推车时,两车的间距不得少于10m。 7、推车时,必须时刻注意前方的人或障碍物
46、,严禁埋头推车,严禁放飞车、蹬车,严禁将头探到车上以防止挤伤,严禁站在矿车两侧推车。 8、抬运电机、机头、机尾及溜槽等设备时,28人为一组,先用8#铁丝将设备拴好,调整好抬杠高度和重心。在抬起、放下设备时,施工人员必须互喊互应,做到同起同放,协调一致。 第七节 其 他一、打眼作业及相关规定: 1、本工程为煤巷掘进,打眼时采用ZQS-3.5/2.0风动煤钻,风动煤钻一台工作,另一台备用。2、打眼前,必须先延中、腰线,根据中、腰线按炮眼布置图要求画出巷道轮廓线,标定眼位,进行打眼。 3、打眼前,必须先检查风动煤钻连接头是否可靠,并进行试运转,只有设备完好、连接头牢固可靠,才能开钻打眼。钻眼过程中,钻杆与钻