700m水平8 煤北翼带式输送机大巷皮带机头段挑顶、拉低、扩帮、硐室及检修通道施工安全技术措施 2.doc

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1、+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带机头段挑顶、拉底、扩帮、硐室及检修通道施工安全技术措施编 制： 施工单位： 施工负责人： 编制日期：+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带机头段挑顶、拉底、扩帮、硐室及检修通道施工安全技术措施会审名单生产副总： 年 月 日 机电副总： 年 月 日 安 监 处： 年 月 日 生 产 科： 年 月 日 通 风 科： 年 月 日 机电供应科: 年 月 日 地 测 科： 年 月 日 矿 调 度： 年 月 日 队 长： 年 月 日 编 制 人： 年 月 日 1 +700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带机头段挑顶、拉底、扩帮、硐室及检修通道施工安全技术措施第

2、一节 概述根据矿方安排，我综掘七队在+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷施工皮带机头硐室，根据设计+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带机头硐室由检修通道、驱动装置硐室、变频器硐室、集控操作台硐室、涨紧装置硐室组成。为保证机头安装，机头至存储带段需进行挑顶、拉底、扩帮施工，拉底后沿着巷道底板施工皮带机头硐室。1、挑顶、拉底均为岩石，共2段，工程位置：第一段位于+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷A36号导线点前后共113.455m;第二段为BS1导线点前后共140.857m，施工全长254.312m，局部最大拉底高度为1.928m,拉底总量预计1449.41m。挑顶段为转号导线点前后共

3、12.274m，局部挑顶高度为2m,预计工程量60.58 m。2、+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷扩帮位置分两段，第一段为BS1导线点向上组煤煤仓方向, 上帮扩最大深度为1.083m, 长度为83.125m, 下帮扩最大深度为0.58m时，长度66.799m;第二段为A36号导线点向正北方向, 上帮刷扩深度为1m, 长度为6.5m, 下帮刷扩深度为2.5m时，长度28.572m。3、涨紧泵站硐室：在巷道下帮距离A36号导线点63.499m处，施工宽度8.0m，深度2m；驱动装置硐室：在巷道上帮距A36号导线点15.06m，施工宽度4.4m，深度4m；硐口劈角1m1m；组合变频器硐室：在1

4、1采区下运皮带检修通道上帮,距离转点7.622,施工宽度6m，深度1.5m；4、施工检修通道时，从+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷开口，开口坐标为X=4279957.7304 ，Y=37510204.7010，Z=+709.916，该巷道设计长度21.042m，与 +700m水平8#煤北翼带式输送机大巷成515823夹角，矩形断面,掘进宽度4400mm，高度3750mm,掘进断面积16.58m ，净宽4200mm，净高3500mm，净断面积14.7m，喷射混凝土厚度100mm，水沟规格：净宽*净深=300mm*200mm，混凝土地坪厚度150mm，强度C20。开口以0施工5m后，再以6.

5、9下山施工16.042m，与+700m水平8#煤北翼辅助运输大巷与带式输送机大巷联络巷贯通,贯通处坐标X=4279942.197 ，Y=37510185.579，Z=+707.976(推测底板)。（附巷道布置平面图）5、巷道设计工程量表一巷道工程量表序号工程名称岩性长度掘进掘进水沟（m）断面体积（m）（m）11-1半煤岩416.56622-22104216.534722133-328.2516.544-42.311.62526755-51555258366-625937523477-71393988-8932582576914合计4366779925568921第二节 地质概况+700m水平8

6、#煤北翼带式输送机大巷施工的皮带机头硐室布置在8#煤层内,该范围内煤层底板标高705.765710.158m。该区煤层平均厚4.25m，为稳定煤层，煤层结构为块状、条带状。属半暗淡型。夹矸以灰黑色泥岩、砂质泥岩为主。煤层顶板为粗粒砂岩，白色，厚约13m，巨厚层构造，粗粒结构，成分以长石、石英为主，底部局部可见泥斑、煤屑，上部交错层理，下部斜层理，胶结较差，揭露后易软化。直接底为一层灰白色粘土岩，厚约0.1m，遇水易膨胀，局部与煤层交互成层。煤层老底为中粒砂岩，白色，厚约11m，中厚层构造，中粒结构。 8#煤层上覆厚层中粗粒砂岩，为主要含水层，据钻孔资料该含水岩组为弱富水性，掘进过程中预计有淋水

7、出现，预计涌水量为2m/h。第三节 施工方案1、拉底1）将上述区域内底板按照现场标定的腰线进行拉底，拉底高度小于600mm以下的煤层区域可采用风镐、手镐进行拉底，拉底高度在600mm以上的煤层或岩石区域采用放震动炮的方式进行起底。拉底后，拉底高度高于1.2m的要对巷道两帮需重新进行锚网支护。 2）拉底后保证同一坡度段内不得出现明显的坡度起伏不平现象。2、挑顶1）在专人监护情况下解开顶网、卸下原顶锚杆螺丝。2）施工人员站在专用工作台上使用敲帮问顶工具、手镐、风镐按要求将巷道顶板裸露煤体找下。3）挑顶高度在600mm以上的岩石区域，用风镐无法施工时，采用放震动炮的方式进行挑顶。原废旧锚杆锚索用钢锯

8、锯掉，挑顶完毕后，进行锚网支护，支护材料、参数同原巷道支护参数;并及时将煤矸运走,保持巷道通风断面。4）搭设脚手架：使用1吋钢管配合管卡子搭设脚手架，脚手架上面密排铺设大板作为操作平台,大板规格：长*宽*厚=3000*200*50mm,操作台面积不小6m2。5)挑顶时严格执行“挑一支一”的施工方式。3、扩帮采用放震动炮的方式进行巷道扩帮，当扩帮高度达到1.5m采用搭架子的方法进行。扩帮时要严格按照测量人员给定的中腰线进行。施工顺序：施工时，从下往上扩帮。先扩下部，进行下部支护，后扩上部，进行上部支护。扩帮时，循环进度为1m，扩1排支1排，严禁空顶、空帮作业。4、运输在+700m水平8#煤北翼带

9、式输送机大巷从上组煤煤仓向施工位置重新铺设DSJ-80/250KW皮带机一部,把挑顶及拉底产生的矸石人工装入皮带转运至上组煤煤仓。5、施工检修通道时采用一次打眼、一次装药、一次联线、一次起爆的施工方法，打眼采用风煤钻湿式打眼，煤矿许用二级乳化炸药、毫秒延期雷管爆破落煤，人工用小锹装运煤至40T刮板机，通过+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带转载至上组煤煤仓通过1#主斜井主皮带运输出井。第四节 施工工艺一、挑顶施工工艺1、在专人监护情况下解开顶网、卸下原顶锚杆螺丝、拆下顶板钢带。2、挑顶作业采用风镐辅以放小炮施工法进行，每次爆破长度不超过1m，多打眼、少装药，逐渐将矸石震落。3、挑顶完毕后

10、，即时进行顶部支护。4、把挑顶落下的矸石通过+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带机转运至上组煤煤仓。5、把拆除的废支护材料集中指定位置堆放并装车上井。二、扩帮施工工艺1、在专人监护情况下解开扩帮处帮网、卸下原帮锚杆螺丝。2、采用放震动炮的方式进行巷道扩帮，当扩帮高度达到1.5m采用搭架子的方法进行。3、扩帮完毕后，即时支护，扩一排支一排。使用锯弓将扩帮后的外露长锚杆锯掉。4、把扩帮落下的煤矸通过+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷皮带机转运至上组煤煤仓。5、把拆除的废支护材料集中指定位置堆放并装车上井。三、掘进工艺工艺流程：安全检查打眼装药联线爆破安全检查移前探梁永久支护出煤开始下一循

11、环1)装药结构： 根据8#煤瓦斯涌出量及煤尘爆炸指数，采用煤矿许用二级乳化炸药、毫秒延期电雷管，正向装药爆破，黄土、水炮泥充填炮眼，且每眼装2个水炮泥。2）炮眼布置图见附图3）爆破参数表一、1-1、2-2断面爆破原始条件表序号名称单位数量1掘进断面1652煤硬度f2-33炮眼利用率%90%4每循环实际进尺m1.65循环爆破实煤量m32646每米巷道雷管消耗量个/m30637每米巷道炸药消耗量Kg/m158每m3煤实体雷管消耗量个/ m31.869每m3煤实体炸药消耗量Kg/ m3078表二、1-1、2-2断面爆破参数表： 序号炮眼名称炮眼个数炮眼深度(m)雷管 (发)装药量倾角装填深度（m）爆

12、破顺序联线方式 串 联卷/眼小计kg水平垂 直装药长度封泥长度1-6掏槽眼61.8633674900.61.0I7-22扩大眼161.61626490900.41.0II23-49周边眼271.627210887860.41.0III合计49208药卷规格：35*200mm，0.2Kg/个表三、拉底爆破参数表序号炮眼名称眼数(个)炮眼深度(m)雷管(发)装药量倾角装填深度（m）爆破顺序联线方式 串联卷/眼小计kg水平垂 直装药长度封泥长度1-8底眼81.2823.29060040.6合计8813.24）装药结构图见附图：5）钻眼装药：锚网支护完毕后，由跟班干部或技术员检查工作面上一循环的工程质

13、量。发现问题，立即处理。处理好后，根据中腰线进行画轮廓线，按照爆破图表布眼，然后即可进行钻眼工作。钻眼工和点眼工必须熟悉炮眼布置图上所规定的炮眼间距、角度、深度，每个炮眼必须做到平、直、齐、准，严格按光面爆破的要求进行钻眼。钻完眼后用压风扫净炮眼内的岩粉、碎矸、残留水，确保装药品质。打眼完毕后,将炮眼内吹干净,然后进行装药,装药时应轻捣，封泥长度不低于600mm，各雷管脚线扭结短路,装药量自掏槽眼至周边眼逐渐减少。采用正向耦合连续装药结构，药卷与炮眼间有较大的环行间隙，以确保光面爆破的效果。放炮距离距爆破地点不得小于120m，放炮母线应悬吊在非电缆线一侧。第五节 巷道支护1、支护形式：采用锚、

14、网、索、喷+W钢带联合支护2、支护材料顶帮锚杆：采用II级左旋螺纹钢锚杆，规格：20 mm2200mm；锚固剂采用MSK2380及MSCK2380型树脂药卷各1支；托盘采用为Q235钢，规格为150 mm150 mm 10mm；巷道两肩窝锚杆打设与巷道成75夹角，其余均垂直巷道轮廓线打设，巷道两肩窝锚杆采用150mm150mm10mm斜托盘；金属网：采用4 mm冷拔丝钢筋网，网幅为1200 mm2850mm，网格为100 mm100mm；网与网之间搭接长度100mm，采用12#铁丝每300mm双丝绑扎一道，连接处网钩必须拧3圈。锚索：采用高强度低松驰钢绞线，每根锚索配1卷MSCK2380及2卷

15、MSK2380型树脂药卷，钻孔直径为28mm，外露不大于300mm，锚索托盘材质为Q235-A，规格为300 mm300mm20mm的钢板。喷射混凝土强度等级均采用C20，喷砼厚度100mm。附：巷道支护断面图3、支护密度1) 11断面护顶：锚杆五根矩形布置，间距1000mm，排距1000mm； 锚索中线一排，间距2000mm, 规格为17.8mm5500mm;护帮：锚杆3根矩形布置，间距1500mm，排距1000mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm2) 22断面护顶：锚杆五根矩形布置，间距1000mm，排距1000mm；锚索1根花形，排距1000mm,规格为17.8mm5500mm;

16、护帮：锚杆3根矩形布置，间距1500mm，排距1000mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm3) 33断面（劈帮）护顶：锚杆3根矩形布置，间距900mm，排距1000mm；锚索中间1根，排距1000mm, 规格为17.8mm5500mm;护帮：锚杆2根矩形布置，间距1500mm，排距1000mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm4) 44断面护顶：锚杆4根矩形布置，间距900mm，排距1000mm；锚索沿中线1根，排距1000mm,规格为17.8mm5500mm;护帮：锚杆2根矩形布置，间距1500mm，排距1000mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm5) 55断面（劈帮）

17、护顶：锚杆2根矩形布置，间距900mm，排距1000mm；护帮锚杆2根矩形布置，间距1500mm，排距1000mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm6) 66断面护顶：锚杆3根矩形布置，间距1000mm，排距1100mm；锚索2根矩形，间排距2000mm1600mm, 规格: 21.6mm9000mm;护帮：锚杆4根矩形布置，间距1500mm，排距1100mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm6) 77断面护顶：锚杆2根矩形布置，间距1000mm，排距1100mm；锚索中间1根，排距2000mm, 规格为17.8mm5500mm;护帮：锚杆3根矩形布置，间距1500mm，排距110

18、0mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm6) 88断面护顶：锚杆3根矩形布置，间距900mm，排距1000mm；锚索中间1根，排距1000mm, 规格为17.8mm5500mm;护帮：锚杆2根矩形布置，间距1500mm，排距1000mm，上排距顶板0.3m；砼：喷厚100mm4、工作面控顶距离采用一掘一支的方法进行施工，巷道炮掘循环进尺为.6m，炮后最大控顶距为2.2m；炮后最大控帮距3.2m；遇顶板裂隙、破碎或遇见断层时的循环进度缩小为1.0m，炮前最大控顶距为0.2m;炮后最大控顶距为1.2m。5、临时支护临时支护采用前探梁支护，前探梁采用两根5.0m长的4钢管，每根前探梁用三个吊框

19、吊挂在顶锚杆上，前探梁间距2.0m，前探梁移到位后用3根破板接顶。破板厚度不小于100mm、宽度不小于180 mm，材质为红松，长度为4.2m。破板间距1m。6、加强支护（1）在巷道交叉口及硐室开口进行加密锚索支护，沿巷道两侧对称布置间、间距为2m，规格为21.6mm5500mm的钢绞线。（2）开口施工时采用多打眼少装药的方法作业，以确保巷道成形。（附开口加强支护图）第六节 生产辅助系统（一）通风系统 一、通风方式及供风距离采用压入式通风，检修通道施工时，局部通风机安装在+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷与12采区带式输送机下山交岔口处向12采区带式输送机下山方向20m处，最长供风距离为2

20、00m。 二、局部通风系统通风系统：新鲜风流：地面1#主斜井上仓措施巷+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷风机风筒工作面 污风流：工作面+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷联络巷+700m水平8#煤北翼辅助运输大巷12采区带式输送机下山12采区水仓12采区右翼回风下山11采区回风上山回风井地面。（附通风系统示意图）三、掘进工作面风量计算及风机选型1、按瓦斯涌出量计算：Q掘=100Q瓦K =0.3751001.4m /minQ掘=52.5 m/min式中：Q掘-掘进工作面实际需要风量，m/min；Q瓦-掘进工作面瓦斯绝对涌出量，取0.375m/min；K-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.

21、42、按人数进行计算Q掘=4N=422=88m/minQ掘-掘进工作面实际需要风量，m/min；N-掘进工作面同时工作的最多人数，取交接班时22人；4-每人供给的最小风量，m/min。3、按良好气候条件所需风量计算Q掘60V小S掘 =600.2516.5 =247.5 m/min式中：Q掘-掘进工作面实际需要风量，m/min；V小-创造良好的劳动气候条件最低风速，一般取0.2-0.3m/s，取0.25 m/sS掘-掘进巷道的毛断面，取16.5m根据上述三个风量计算结果，取其中最大值为掘进工作面所需风量：Q掘=248m/min。（4）按风速进行验算根据煤矿安全规程和煤矿通风能力核定标准（AQ10

22、56-2008）规定，有瓦斯涌出的半煤岩巷和煤巷掘进工作面风速为0.25-4m/s，掘进断面按16.5m2计算，则：煤巷掘进面最低风量为0.256016.5247.5m /min。煤巷掘进面最高风量为46016.5=3960m3/min。经过风速验算，掘进工作面配风量满足掘进工作面风速的要求。（5）风机选型根据工作面计算出的风量，可选用230KW的FBD-2-NO6.3对旋式局部通风机为该工作面供风。该风机额定吸风量Q吸=260630m/min，百米漏风率按15%计，Q出=248 m/min，Q吸=Q出/（1-15%L/100）=354 m/min。经计算：该局部通风机在供风距离为200m的情

23、况下，完全能满足该工作面安全生产的要求。（6）风机安装及管理巷道开始施工时，局扇及其开关均安装在+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷，联络口向上组煤煤仓方向50m处，最长供风距离为200m。局扇应吊在距底板大于0.3m的巷道中，采用规范牢固的钢质托件与顶板直接固定，风机上缘与顶、帮间距为200mm，禁用铁丝吊挂，托件（架）与风机一致着色。局部通风机必须安装两台同型号的风机，一用一备，编号管理（1#、2#风机）实行单双日切换制度，并实现“三专两闭锁”和“双风机双电源双专供自动切换”，实现挂牌管理，专人负责，牌板上应填明工作面名称、风机编号、局部通风机管理人员姓名、局部通风机功率、风筒长度、入风

24、量、出口风量、风筒管理人员姓名、周围瓦斯情况。风机吸风口5m范围内严禁有任何杂物，两台风机如果是前后吊挂，应前为1#风机，后为2#风机，且风机和开关上有明确标识，风电闭锁开关应与风机开关距离不超过20m，并且每天切换一次。四、安全监测监控仪器仪表巷道掘进期间在距掘进头5m以内非风筒安设一个KG9701A型瓦斯传感器T1，报警点0.8%CH4、断电点1.3%CH4、复电点0.8%CH4；在距回风口10-15m处安设另一个KG9701A型瓦斯传感器T2，报警点0.8%CH4、断电点0.8%CH4、复电点0.8%CH4，断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备，1#、2#风机每级电机都必须安装局扇

25、开停传感器、风筒安装风筒传感器，安装位置是在倒数第二节风筒；带式输送机滚筒下风侧10 15m内安设CO和烟雾传感器，报警点20PPm，如果24PPm必须停止工作，采取措施，进行处理，C0浓度20PPm恢复生产。安装时距顶板不大于0.3m、距帮不小于0.2m，（附安全监测监控系统图）（二）供电系统掘进工作面动力电源由临时变电所供给，供电电压采用1140V，局部通风机电源引自临时变电所风机专用变压器，电压采用660V，监测信号电源均来自井下临时变电所。（附供电系统图）（三）供风、供水、管路吊挂系统采用+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷现有供风、供水管路，分支引至工作面。供压风、供压力水路线 ：

26、 1）供风路线：地面空压机1#主斜井上仓措施巷+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷工作面。2）供水路线：污水处理厂回风斜井11采区回风上山12采区右翼回风下山+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷工作面 管路吊挂：1）巷道内管路按设计位置安装。2）巷道内的管路的安装要固定牢固，要有防滑措施；防腐措施；3）沿途所敷设安装的管路必须以腰线作为基准线放线来布置吊挂，距帮为100mm。风水管吊挂必须平直（成一直线）、无起伏，最下面的一根水管距底板不少于1.2米。4）管路与管路之间的吊挂必须使用抱箍、用钢丝绳吊挂在帮锚杆或顶锚杆上，严禁用铁丝吊挂或吊挂在铁丝网上，沿途安装的管路每6米加装一个抱箍;钢丝

27、绳的另一端固定在巷道帮相应的锚杆上，在开口处或过空巷必须架设在龙门架上；不适宜在两帮吊挂时，必须用锚杆吊挂在顶板上。5）所有风水管路必须用不同颜色的油漆进行粉刷。压风管用天蓝色，供水管用绿色，排水管用黑色。从上至下依次是压风管、供水管、排水管。 线路吊挂：1）当管路和电缆在一侧时，管路和电缆间距不得小于300mm且电缆在管路上方。2）在巷道帮锚杆或顶锚杆上加装吊环，用16的钢绞线穿过吊环固定电缆钩。3）动力电缆采用GL-PVC/S80182110型塑料阻燃电缆勾吊挂，间距1m，电缆在两钩之间的垂度不应大于50mm。4）信号电缆吊挂与动力电缆分开，挂在动力电缆上方，间距大于100mm。（四）排水

28、系统掘进工作面采用BQS(BQW)25-40-7.5/N型污水泵将巷道淋水排入+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷临时水沟,通过自流进入矿方8#煤永久水仓。工作面水泵选用BQS(BQW)25-40-7.5/N矿用隔爆型排污排沙潜水电泵，具体参数如下：流量：25(m3/h);扬程：40m;功率: 7.5kw;电压：1140V;电流： 9.1 A;同转步数：3000r/min;机组效率：41%;通过直径最大颗粒：10mm。排水路线工作面+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷临时水沟联络巷+700水平8#煤北翼辅助运输大巷+700水平8#煤南翼辅助运输大巷+700水平8#煤主水仓地面。（五）通讯、

29、照明、通信系统在巷道开口处安装一部HAK-1型本质安全型电话机用于井上下联系；在皮带机机头、刮板机机头安装一部信号，用于出煤过程中的联系。在皮带机、刮板输送机头处安装一部隔爆日光灯照明。（六）运输系统材料、设备及配件从副斜井由防爆胶轮车运至+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷料场，采用人工运送方式至工作面迎头。1、出煤（矸）路线：工作面+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷DSJ-80带式输送机上组煤煤仓1主斜井永久皮带地面2、材料运输路线：由人工地面装车（防爆胶轮车）副斜井1水平辅助运输石门11采区辅助运输上山+700m水平8#煤辅助运输大巷联络巷+700m水平8#煤北翼带式输送机大巷料场

30、人工运送至工作面。（附运输路线图）（七）设备配备表序号设备、工具名称规格型号单位数量1刮板输送机SGB-620/40T部12真空隔爆开关QBZ-80台13真空隔爆开关QBZ-80N台14矿用综合保护器ZBZ-4/1140台155T防爆胶轮车WC5E辆16局部通风机FBDNO6.3-230kw台27风动扳手BK42台28风镐G10部39电话HAK-1部110瓦斯传感器KG9701A台211风机切换开关QBZ-120*2SF台1第七节 劳动组织及主要技术经济指标采用“三八”作业制，每循环进尺1.6m，每班完成1个循环,每工作日共完成3个循环。掘进专业工种与综合工种相配合的施工方法。附：（正规循环作

31、业图表）表一、劳动力配备表工种出勤人数备注夜班早班中班合计跟班干部1113验收员1113安全员1113皮带机司机1113打眼支护工44412机电维修工2226放炮员1113合计11111133表二、各项技术经济指标 序号项 目单位指标备注1掘进工程量m3568.92巷道掘进断面m21-1：16.5 2-2：16.53-3: 8.25 4-4: 11.635-5: 5.525 6-6: 9.3757-7: 3.9 8-8: 8.253循环进尺m1.64日循环数个/日35循环率%906日进尺m487效 率m/工/日0.158炸药消耗量Kg/m139雷管消耗量个/m30.63第八节 质量保证措施1、

32、严格按照测量人员给定的中腰线施工。2、施工前，班组长以上干部认真学习图纸领会设计意图，技术员跟队长进行技术交底。3、质检人员对每道工序的施工质量均进行跟班检查，并做好原始记录，上道工序完成经验收合格后才允许进行下道工序的施工，严格执行检查验收制度。4、放炮后要对欠挖部分进行修整，严格保证巷道成型且达到设计要求。5、顶、帮网要挂平展，不能出现鼓肚现象。6、顶、帮锚杆：扭矩必须达到180Nm，锚固力不小于90KN(31MPa)，锚杆拉拔计型号LDZ-160煤矿锚杆拉力计（1MPa=2.9KN）。锚索：初锚力达到120KN(25MPa)，锚固力不得小于200KN(42MPa)，锚索拉拔计型号MQ18

33、-300/63风动锚索张拉机具(1MPa=4.76KN)。7、顶板中部锚杆垂直顶板布置，角锚杆和顶板的夹角为70。8、锚杆、锚索打设成排成线，顶部打入钢带孔内，托板正压。9、工程质量验收严格执行山西焦煤集团公司制定的生产矿井安全管理及质量标准化检查标准评分办法。（2010年新版）第九节 安全技术措施一、顶板管理安全措施1、严格执行措施规定，严禁空顶作业，凡控顶距超过措施中的规定必须立即停止作业。2、如工作面遇顶板条件发生变化或地质构造时，必须停止作业，由矿领导及相关科室组织有关人员现场办公，确定支护方式，制定专门安全技术措施，并经矿总工程师批准后贯彻执行。3、如巷道开口、贯通、扩帮、挑顶时，加

34、强顶板的管理，顶帮锚杆必须紧跟工作面，必须制定开口、贯通、扩帮、挑顶专项安全技术措施，由总工程师审批，并指定专人负责监督。4、每道工序前必须严格执行 “敲帮问顶”制度，检查顶板及支护完好情况，处理隐患后再进行作业。工作面迎头顶板管理，采用一掘一支，顶、帮锚杆紧跟工作面，作业人员必须在有支护情况下进行施工。5、处理冒顶、巷道维修时，做好“敲帮问顶”工作，由外向里依次进行施工，并制定专项措施。6、每天要进行一次顶板巡查，发现顶板出现网兜或失效锚杆、锚索，进行重新补打锚杆、锚索、联网，并制定专项措施。7、锚索或锚杆拉力试验时做到：（1）锚索或锚杆拉力试验应选择在顶板条件好，支护到位的地点。搬运锚索或

35、锚杆拉力计时一定要两人相互配合，防止磕手或碰脚事故发生。做拉力试验前，先撤离施工地点附近的其他工作人员，严格执行“敲帮问顶”制度，执行敲帮问顶时要做到“一人操作，一人监护”，以确保施工人员安全。（2）准备拉力试验工具，首先检查拉力试验工具是否完好，若不完好的拉力计不能使用。拉力试验过程中，严格按照规定的操作步骤规范操作；操作时要求一人操作，一人观察顶板和煤壁变化情况，发现异常及时发出危险警告，所有人员立即撤离试验地点，直至试验地点安全的情况下组织再次操作。（3）做拉力试验过程中，除测试人员外，其他无关人员全部撤离测试地点5m外，严禁人员站在正在做拉力试验的锚索或锚杆正下方。做拉力试验的同时要有

36、专人观察锚索或锚杆拉力计压力表指针变化情况，当指针超出规定范围时及时通知施工人员停止加压，防止压力过大损坏油管或伤人。（4）顶板破碎处，加补钢带支护。二、拉底施工技术要求及安全措施1）施工前必须进行敲帮问顶，无安全隐患后方可施工。2）拉底施工结束后及时进行补打锚杆、挂网。卧底时，深度达1200mm时必须及时进行补打锚杆并挂网支护，新老支护之间必须挂钢筋网、打锚杆进行联接。3）拉底高度小于600mm以下的煤层区域可采用风镐、手稿进行拉底，拉底高度在600mm以上的煤层或岩石区域采用放震动炮的方式进行起底、人工装货至皮带机内出货。4）拉底时，拉底出货必须及时清理，防止矸石堵塞巷道。5）风镐工必须为

37、会操作的熟练工人，挖掘时风镐联接头必须上紧上牢，严防脱落伤人。6）影响施工的设备和能挪的必须挪走，不能挪的要固定好并设专人看管，确认安全后方可施工。7）不得带电搬移设备，如需要搬移的可将上级馈电打停止位置，并挂停电牌派专人看管。8）需放炮的区域，炮眼均匀布置在底板，每个炮眼装药量不得超过一个药卷，炮眼封泥长度不得小于0.6m，要按照浅打眼、少装药、放小炮的施工方式进行施工。三、挑顶施工安全措施1）挑顶施工前，必须将电缆保护好。2）严格执行“挑一支一”施工方式。3）施工时做好警戒工作，严禁有人员穿行，警戒要由专人负责。4）挑顶时，必须由跟班队长现场观察顶板情况及监护施工安全。5）挑顶时，要密切注

38、意顶板情况，如发现顶板有下沉或煤层裂隙增大，要立即停止施工，进行支护。6）挑顶支护所用的脚手架必须连接牢固，挑顶时，脚手架必须牢固，严禁放在浮煤上，严禁悬空，防止歪倒伤人。7）严格执行敲帮问顶制度。8）挑落后顶板要及时支护。9）严禁空顶作业。10）挑落的浮煤要及时清理干净，浮煤堵塞巷道不得超过断面的1/3。11）需放炮的区域，炮眼均匀布置在顶板，每个炮眼装药量不得超过一个药卷，炮眼封泥长度不得小于0.6m，要按照浅打眼、少装药、放小炮的施工方式进行施工。四、脚手架施工及施工安全技术措施1）采用钢管和配套的管卡自制加工牢靠的脚手架，上铺设大板厚度不小于50mm，脚手架上大板必须用铁丝捆绑牢靠，使

39、其连成一个整体。站在脚手架上施工的人员必须佩带合格的保险带，保险带生根牢靠，高挂低用。2）脚手架上矸石等杂物必须及时清理干净，常用工具必须拴牢，防止其坠落伤人。五、安全检查：每道工序前必须严格执行敲帮问顶制度，对顶帮支护情况进行详细检查，撬除顶、帮浮岩、活石，确认安全后方可作业。六、打眼：1）钻眼前首先检查钻眼地点的安全情况，敲帮问顶、加固支护，严禁空顶作业。2）钻眼过程中，必须有专人监护顶帮安全，并注意观察钻进情况。3）必须坚持湿式钻眼。4）有下列情况之一时不得钻眼，处理后方可作业：4.1掘进工作面附近20m范围内瓦斯浓度达到0.75%或局部积聚瓦斯浓度达到2%时，以及其他有害气体超过煤矿安

40、全规程规定时。4.2局部通风机停止运转，工作面风量达不到作业规程规定或风筒口距离工作面超过作业规程的规定时。4.3供水管内无水，防尘设施不齐全或防尘设施损坏、失效时。4.4工作面拒爆、残爆没有处理完毕时（处理瞎炮时除外）。4.5工作面有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙涌水、水色发浑有臭味的等异状）时。4.6掘进工作面应清理的浮煤、浮矸没清理干净或积水没有排除时。4.7其他不安全隐患未排除时。5）钻眼中，发现有钻头合金片脱落，钻杆弯曲或中心孔不导水时，必须及时更换钻头或钻杆。6）钻眼时要随时注意煤岩帮、顶板情况，发现有片帮、冒顶安全隐患时

41、，必须立即停止工作，撤除人员，并由后向前进行处理，确认无危险后再恢复施工。7）钻眼中，出现粉尘飞扬时要停止钻进，检查水管是否有水，钻头、钻杆中心孔是否畅通，处理后再钻眼。8）在钻眼过程中，发现钻眼机具的零部件、设施等出现异常情况时，必须停钻处理。9）钻眼时，钻杆不要上下、左右摆动，以保持钻进方向，钻机前方、钻杆下方不要站人，以免钻杆折断伤人。七、装药、联线、爆破1)爆破时严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度，一炮三检由爆破员检查。爆破母线的联接必须由爆破员来担任。2)火药、雷管由爆破员分开运送到工作面，分箱存放并上锁，存放地点在警戒线以外，且两箱间距不小于15m。当班剩余的雷管必须当班退

42、库。3) 放炮时防止放炮伤人，执行好爆破警戒制度，确保爆破安全。每次放炮必须在所有可以进入放炮地点的入口设专人警戒，每处警戒地点要同时派出两人进行撤人堵人，警戒位置距爆破地点直巷不小于120m，弯道不小于75m，并有掩体。每个警戒点由两人负责，警戒人员必须有高度的责任心，首先撤出爆破地点内所有人员，设好警戒牌、栏杆或拉绳，完成以上工作后一人通知放炮，一人继续留守警戒直至爆破结束。放炮完毕后要安排专人通知警戒人员撤岗，警戒人员接到通知后方可撤岗。爆破严格执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”等制度。4)每次爆破前警戒由工长派责任心强的人员担任，并确定联络人员，由联络人员撤出警戒区内的所有人员，工长确认警戒区的所有人员全部撤出后，方可下令进行爆破作业。5）每次放炮前，必须对爆破地点附近的电气设备、电缆及风水管路进行保护，可移动的电气设备要移出爆破地点，不可移动的电气设备要用木板搭设临时掩体，上面覆盖旧皮带加以保护，防止爆破打坏，爆破地点前后20m范围内风水管路落地，电缆要挖沟放置，并加盖皮带且用矸石掩盖。6）在放炮时要用废皮带保护好风管、水管及电缆,掩护长度为施工地点左右各10 m。7)开口放炮时要小循环作业,必须严格控制装药量,防止破坏三角煤帮，三