掘进作业规程

宁夏万和利煤炭有限公司小泉煤矿掘进工作面作业规程施工单位：小泉煤矿掘进二队工作面名称：211201风巷编制：区队长：编制日期：.01.16目录矿审批意见第一章概况……………………………………………………………………………5第一节概述…………………………………………………………………………5第二节编写根据……………………………………………………………………5第二章地面相对位置及地质水文状况………………………………………………5第一节地面相对位置及邻近采区开采状况………………………………………5第二节煤（岩）层赋存特性………………………………………………………6第三节地质构造……………………………………………………………………6第四节水文地质……………………………………………………………………6第五节防治水办法…………………………………………………………………7第三章巷道布置及支护阐明…………………………………………………………7第一节巷道布置……………………………………………………………………7第二节支护 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 ……………………………………………………………………7第三节支护工艺……………………………………………………………………11第四章施工工艺………………………………………………………………………13第一节施工办法……………………………………………………………………13第二节凿岩方式……………………………………………………………………14第三节爆破作业……………………………………………………………………14第四节装、运岩（煤）方式………………………………………………………17第五节管线及轨道敷设……………………………………………………………18第六节设备及工具配备……………………………………………………………18第五章劳动组织及重要技术经济指标………………………………………………19第一节劳动组织……………………………………………………………………19第二节循环作业……………………………………………………………………19第三节重要技术经济指标…………………………………………………………20第六章生产系统………………………………………………………………………21第一节通风系统……………………………………………………………………21第二节压风系统……………………………………………………………………23第三节防尘系统……………………………………………………………………24第四节防灭火………………………………………………………………………24安全监测系统………………………………………………………………24供电系统……………………………………………………………………25排水系统……………………………………………………………………25运送系统……………………………………………………………………26照明、通讯系统……………………………………………………………26第七章灾害防止及避灾路线…………………………………………………………27第一节灾害防止办法………………………………………………………………27第二节自救方式与急救办法………………………………………………………29第八章安全技术办法…………………………………………………………………30第一节施工准备……………………………………………………………………30“一通三防”管理…………………………………………………………31顶板管理……………………………………………………………………33爆破管理……………………………………………………………………38防治水管理…………………………………………………………………43机电管理……………………………………………………………………43运送管理……………………………………………………………………46气动钻具使用安全技术办法………………………………………………56其他…………………………………………………………………………60第九章职业病危害防治办法…………………………………………………………61第十章安全避险“六大”系统概况…………………………………………………62规程复查记录考试记录矿审批意见批准本规程编制内容和安全技术规定,现场严格贯彻执行。施工前必要组织所有参加211201风巷施工作业人员进行贯彻、学习本规程，考试合格并经本人手写签字后方可上岗作业，不合格者不容许上岗。1、巷道开门前，必要保护好附近管线、电缆、皮带等一切设备设施，确认安全后方可施工。2、加强巷道顶板管理工作，严格执行“敲帮问顶” 制度 关于办公室下班关闭电源制度矿山事故隐患举报和奖励制度制度下载人事管理制度doc盘点制度下载 ，保证巷道接顶、背帮严实，金属网联结好，不准浮现漏联网现象。3、施工期间，若煤质松软破碎时，应依照现场状况，恰当调节爆破参数，缩小锚杆间排距，加强支护；密切注意巷道矿压显现，若浮现巷道变形状况时，应调节相应支护方式。4、严格按给定坡度及方位施工，施工过程中遇断层或过地质构造带时，应及时补充安全技术办法。会审单位及人员签字:生产技术部：年月日机电部：年月日调度室：年月日安监部：年月日总工程师：年月日第一章概况第一节概述一、巷道名称本《作业规程》掘进巷道为211201风巷。二、掘进目及巷道用途掘进目是为了形成211201工作面回风系统，满足11205工作面回采时回风、行人及管线敷设需要。三、巷道设计长度及服务年限巷道设计长度：211201风巷工程量514m（平距）。服务年限：1年。四、预测开、竣工时间依照矿井实际建设状况，本工程筹划自01月下旬开工，预测4月下旬竣工。第二节编写根据一、地质阐明书及批准时间地质阐明书名称为《211201风巷掘进地质阐明书》，批准时间为11月。二、《煤矿安全规程》（）、《井巷工程施工及验收规范》等国家、省市各级政府关于煤炭生产方针、政策、法律及法规等。第二章地面相对位置及地质水文状况第一节地面相对位置及邻近采区开采状况地面相对位置及邻近采区开采状况表表一水平名称+1240m水平单位工程名称211201风巷地面标高（m）+1344～+1348m井下标高（m）+1270～+1320m地面相对位置及建筑物地面为丘陵山地，无建筑物。井下位置及掘进地面设施影响本工作面井下位于21采区，是本矿下组煤首采面。本掘进工作面对地面设施影响不大。邻近采区开采状况本巷道附近无回采工作面。工程规定严格按设计施工。施工岩石性质半煤岩，局部过断层需施工岩石巷道。方位115°长度514m（平距）第二节煤（岩）层赋存特性位于太原组中部，上距10煤44.75～72.65m，平均56.93m。见煤点10个，煤厚0.34～2.80m，平均1.76m；可采点9个，厚度1.19～2.80m，平均1.92m。属于较稳定大某些可采煤层。该煤层构造简朴，局部地段含1层夹矸，厚0.02～0.20m。顶板重要为灰岩，厚度为2～5m左右，灰岩呈厚层状，块状构造；底板重要为粉砂岩、细砂岩，厚度多为0.6～4.6m。工作面岩性特征表表二岩石名称厚度（m）岩性特征泥质灰岩0～5黑灰色，泥质，含大量蜓蝌化石，少量珊瑚化石，并具黄铁矿薄膜，点酸起泡石灰岩2～5深灰色，质较纯，含较多蜓类化石，具方解石脉，底部泥质含量较高，遇酸起泡强烈碳质泥岩0～0.30灰黑色碳质泥岩，较松软，易脱落。粉砂岩0.76深灰色，含炭质，偶见黄铁矿条带，层理平整。附图1：12#煤顶底板柱状图。第三节地质构造本工作面范畴内构造简朴处在一单斜构造区域中，煤层走向57～90°，煤层倾角3～23°，平均5°，掘进过程中将揭露F54∠50-70°H=25-55m断层。断层产状参数表表二构造名称走向（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）对掘进影响限度F3544913950～70正断层25～55大第四节水文地质本工作面区域水文地质条件简朴，大气降水为松散层孔隙含水层补给水源，大气降水和流经区内苦水河为裂隙空隙承压含水层直接和间接补给水源，苦水河水位低于松散层孔隙含水层水位，松散层含水层是苦水河补给源之一。勘查区断裂构造发育，重要体现为压性断裂，断层导水性较弱，但是，不排除局部断裂具备较好导水性，局部地段断裂亦也许与地面苦水河具备水力联系。本工作面充水水源为：本工作面开采煤层为12煤，重要充水水源为5～12煤裂隙孔隙承压含水层，太原组5～12煤裂隙孔隙承压含水层单位涌水量为0.001454L/s·m，属弱富水性，补给条件差，隔水层稳定性好，水文地质条件简朴。水文地质勘探类型为二类一型，即以裂隙充水含水层为主水文地质条件较简朴矿床。依照地质报告涌水量计算成果，预测工作面掘进过程中局部顶板有淋水，涌水量为：正常涌水量：0～15m3/h，最大涌水量：40m3/h。第五节防治水办法1、迎头发既有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、浮现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、浮现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水征兆时，应当及时停止作业，报告矿调度室，并发出警报，撤出所有受水威胁地点人员。2、掘进过程中应保持工作面排水线路畅通，保证工作面排水能力满足设计规定。3、坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘、先治后采”原则。影响掘进其她地质状况表三地温危害无影响冲击地压和应力集中区未发现冲击地压和应力集中区等现象第三章巷道布置及支护阐明第一节巷道布置211201风巷开门位置为21区运送上山（上段）2112Y1#导线点前153.8m（平距），以115°方位角施工，沿12煤顶板掘进514m（平距）至设计位置。共计施工长度514m（平距）。预测总工程量514m（平距）。附图2：211201风巷平面位置图。附图3：211201风巷预想地质剖面图。附图4：211201风巷开门口施工大样图。第二节支护设计一、巷道断面巷道断面为梯形断面，断面尺寸：荒宽3100mm，左高1800mm，右高2700mm，净宽3000mm，S荒＝7.0m2，S净＝6.8m2。采用锚网支护，锚杆间排距：1000mm×1000mm，矩形布置，巷道顶板采用锚杆配合菱形网支护，帮部锚杆配合木托盘支护。若围岩破碎或遇断层破碎带时，可缩小锚杆间排距为600×600mm、全断面锚网支护并编制施工补充办法。附图5：巷道支护断面、平面图二、支护方式（一）暂时支护采用吊挂式前探梁构件为暂时支护方式。前探构件由两根前探梁及两组吊环共同构成，前探梁用一根φ89mm厚壁无缝钢管制作而成，长度不得不大于4.5m，前探梁使用规定必要紧固有效。每根前探梁用两个吊环按巷道迈进方向先后顺巷吊挂。每次爆破完毕后，必要由班长、爆破工及瓦斯检查工共同由外往里认真检查巷道安全状况，发现隐患时，必要及时解决；在隐患没有消除之前，禁止进行与此无关其她工作；人员到达迎头后，先在已加固好支护下进行找顶工作，及时清除悬浮(煤)矸、危岩、活石，保证安全后，保存原前面吊挂一组吊环不动，将背面吊环移到迎头第一排拱顶两根锚杆下方，及时将前探梁由原有吊环内探出到达迎头并加固，及时在其上放置板梁或串杆，依设计规定进行打锚杆挂网支护顶部空间。前探吊环每移动一次，都要检查它构造牢固状况，有无裂纹、开焊、损坏等，发现问题要及时更换。两前探梁吊环吊挂间距不得不大于1.8m，不不不大于2.2m。吊挂在迎头第一排、第三排中间两根锚杆下方。前探梁最大控顶距离为2.2m，围岩松软或过地质构造带时前探梁最大控顶距为1.0m，迎头空顶距离不不不大于0.2m。前探梁上方依设计规定用木板正常接顶紧跟迎头，禁止空顶作业。当顶板破碎成型差时必要使用木料和木楔接实顶。施工人员必要在前探支护掩护下打设锚杆及进行其他工作。巷道开门、硐室施工或有其他状况前探梁无法正常使用时，用戴帽点柱作为暂时支护（柱帽规格为长×宽×厚=1200×100×100mm，柱子采用2.5m单体液压支柱或Φ180mm圆木），并系好防倒绳。工作面必要常备10根长度×150×50mm木背板作为前探梁暂时支护材料。附图6：前探暂时支护平、剖面图（二）永久支护1、锚杆支护验证按悬吊理论计算锚杆参数：（1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L—锚杆长度，m；H—冒落拱高度，m；K—安全系数，普通取K=2；L1—锚杆锚入稳定岩层深度，普通按经验取0.5m；L2—锚杆在巷道中外露长度，普通取0.1m；其中：H==3.2/（2×6）=0.267(m)式中：B—巷道开掘宽度，取3.2m（考虑巷道两帮0.05m超挖量）；f—岩石结实性系数，f=6（石灰岩）；则L=2×0.267+0.5+0.1=1.134(m)（2）锚杆间距、排距计算，普通间排距相等，取a：a=[]1/2式中：a—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力，64KN/根；H—冒落拱高度，取0.267m；r—被悬吊岩层重力密度，取26KN/m3；K—安全系数，普通取K=2；a=[64/(2×0.267×26)]1/2=2.15(m)通过以上计算，顶部选用直径为18mm、长度为1800mm左旋等强螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1000mm×1000mm，帮部选用直径为18mm、长度为1400mm玻璃钢锚杆（左帮打设1棵，右帮打设2棵）配合木托盘，木托盘规格为200×300×50mm。2、锚网支护时，采用12#铁丝编织菱形网（规格为mm×1000mm），网孔为50×50㎜。3、巷道遇软岩或破碎带时，全断面采用锚网支护，锚杆间排距缩小为600mm×600mm或打设五花加密支护，锚杆支护距迎头不得超过200mm。4、特殊支护：掘进中若遇断层、压梁、滑纹或破碎带，导致顶板破碎压力大，有淋水等现象时，必要依照现场状况，及时加强支护，并及时编制补充办法。5、锚网支护巷道工程质量规定见表四。锚网支护巷道工程质量原则表四项目原则规定(mm)检查部位断面设计规定巷道净宽左帮合格0-+150优良0-+100墙顶（中-帮）1500墙中（中-帮）1500墙脚（中-帮）1500右帮墙顶（中-帮）1500墙中（中-帮）1500墙脚（中-帮）1500巷道净高合格0-+150优良0-+100全高（左）1800全高（右）2700锚固力合格：最低值不不大于设计90%优良：最低值符合设计值顶部64KN/根两帮32KN/根锚杆布置间排距：-100～+100mm锚杆角度：与井巷轮廓线或岩层层理夹角≥75°顶1000×100090°左1000×100090°右1000×100090°锚杆深度及外露深度：0～+200mm外露（出螺母）：+10～+50mm顶部Ф18×1800两帮Ф18×1400锚杆安装合格：安装牢固，托板基本紧贴壁面，锚杆附件基本齐全有效，不松动，锚杆预紧力不不大于设计值90%优良：安装牢固，托板紧贴壁面，锚杆附件齐全有效，未接触部位楔紧，锚杆预紧力最低值符合设计值顶部及两帮人工安装；托板贴紧岩壁，附件齐全有效不松动；预紧力≥120N·M锚杆距迎头≯1000≯1000前探梁最大控顶距2200工业卫生三无一畅清洁卫生第三节支护工艺一、支护材料：1、锚杆：顶部采用直径Φ18mm×1800mm左旋等强螺纹钢锚杆，帮部采用直径Φ18mm×1400mm玻璃钢锚杆。每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，锚杆露出螺母长度为10～50mm。2、金属网：采用12#铁丝编织菱形网（规格为mm×1000mm），网孔为50×50㎜。3、锚固剂：树脂锚固剂直径为28mm，每块长度为350mm，锚固剂型号为ck28×350。4、托盘：顶部采用托盘为正方形，规格为长×宽=130×130mm，用6mm钢板压制成弧形，配合螺纹钢锚杆使用。帮部采用木托盘配合玻璃钢锚杆使用，木托盘规格为200×300×50mm。5、铁丝：14#，长度为200mm。用于网间压茬连接，密度为100～200mm/道。二、锚网安装工艺1、打锚杆眼打眼前，一方面按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合伙业规程规定期必要先进行解决；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩状况，找掉活矸、危岩，确认安全后，方可开始工作，锚杆眼位置要精确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得不不大于15°。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按锚杆长度打眼，锚杆眼打好后，应将眼内岩渣、积水清理干净。打眼时，必要在顶板完整、支护完好下操作。打眼顺序应由外向里、先顶后帮依次进行。2、安装锚杆及铺设金属网顺序为先顶后帮。安装前，应将眼孔内积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，螺纹钢锚杆安注操作：把2块树脂锚固剂送入眼底，把锚杆插入锚杆眼内，使锚杆顶住树脂锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒风煤钻或锚杆钻机卡住螺帽，开动风煤钻或锚杆钻机，使风煤钻或锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，方可撤去风煤钻，搅拌旋转时间不不大于35秒后，卸下螺帽，挂好网，上好托盘，拧上螺帽，12分钟之后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，拧紧力矩不不大于120N·M。网要压茬连接，搭接长度100mm，相邻两块网之间要用14#铁丝连接，连接点要均匀布置，间距100～200mm。3、监测锚杆施工完毕后，要对所施工锚杆进行拉力实验，每施工不超过300根锚杆时抽样检查一组锚杆，顶部一根、两帮各一根；并作好记号和记录，做拉力实验时，本巷道使用螺纹钢锚杆锚固力必要达到64KN（玻璃钢锚杆必要达到32KN）以上，对达不到规定要继续抽查该邻近锚杆，同步要 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因素，并及时补打锚杆。做拉力实验时，必要派专人观测顶板，由于拉力实验而导致顶板下沉冒落、片帮、落顶时，必要停止实验，使用暂时支护，严格执行敲帮问顶，重新锚网支护。三、支护材料每米用量锚杆7套、树脂锚固剂14块、菱形网3.2片。施工中备用材料不少于2天用量，并在专用料场中挂牌管理，杆（柱）体物料要分层放置、一头齐，箱体、成捆、平面物料等则堆垛放置、见角见棱，所有物料码放整洁。专用料场要选在巷道支护完好、无淋水、不影响行人行车宽敞地点。第四章施工工艺第一节施工办法一、施工办法211201风巷采用钻眼爆破法施工，掘进与支护顺序作业。掘进采用钻眼爆破，采用全断面一次爆破成型，施工过程中必要一次打眼一次装药串联起爆。2、工作面暂时支护必要采用前探支护，锚网支护紧跟工作面。3、严格按生产技术部给定施工线施工，严格按设计坡度施工。4、工作面煤（岩）采用人工装载，刮板输送机及胶带输送机运送。5、交接班后，必要进行安全检查，有隐患及时解决，确认安全后方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作。当炮烟吹散后，爆破工、班组长和瓦斯检查工一方面进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、拒爆和瓦斯等状况。确认安全后，方可容许其她人员进入，移前探梁支护，用串杆、木刹等将其接顶，并打紧背牢，然后进行支护、出矸，以此为一种循环。6、岩石巷道采用光爆法向前掘进，依照围岩硬度周边眼距定为350mm，抵抗距为500mm，周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.8～1.0为宜，而在软岩中取0.6～0.8为宜。周边眼所有预留光爆层，光爆层厚度400～450mm，残眼率达到60%以上。第二节凿岩方式本规程所施工巷道均采用打眼放炮办法破岩。凡采用钻爆法掘进岩石巷道必要采用光面爆破。一、打眼机具巷道掘进采用YT-27风钻及MQS-45/1.4C2风煤钻，打设顶部锚杆时采用MQT-110/2.5气动锚杆（索）钻机，安注锚杆时采用风煤钻或MQT-110/2.5气动锚杆（索）钻机。风钻压风来自地面压风机房。二、降尘办法降尘办法采用湿式打眼、煤层注水、使用水炮泥、爆破时使用爆破喷雾、爆破后冲刷煤帮、开放水幕、出煤洒水、转载点喷雾等。第三节爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。炮眼布置及装药量均按f=2～4编制，当岩层发生较大变化时，各炮眼间距及装药量可恰当调节或另行编制炮眼布置图及爆破阐明书。一、爆破器材使用二级煤矿许用乳化炸药，规格：Φ32×210mm，每卷重0.2kg。雷管选用煤矿许用毫秒延期电雷管，段数为1-5段，最长延时不不不大于130ms。使用FD200型或FD200T型发爆器起爆，放炮母线采用矿配发“煤矿用移动轻型橡套软电缆”，型号MYQ-0.3/0.5（1.0～2.5）mm2，不得有明接头，禁止用固定母线放炮。二、装药构造正向装药构造。三、起爆方式本巷道施工过程中采用采用全断面一次爆破一次成巷。四、巷道采用爆破办法向前掘进，依照围岩硬度周边眼距拟定为350mm，周边眼距与抵抗距之比值，在硬岩中取0.7～0.8为宜，而在软岩中取0.6～0.8为宜。周边眼布置距轮廓线之间煤厚预留50～200mm。炮眼布置及装药量均按f=2～4编制，当煤层普氏系数发生较大变化时，各炮眼间距及装药量可恰当调节或另行编制炮眼布置图及爆破阐明书。各炮眼布置可依照现场煤岩性、煤层赋存状态、顶板完整性等实际状况恰当调节或参照附图、附表。附图7-1：巷道1-1断面炮眼布置示意图附图7-2：巷道2-2断面炮眼布置示意图爆破阐明表见附表五-1、五-2装药构造示意图8锚网巷道爆破阐明表五锚网巷道爆破原始条件表序号名称单位数量序号名称单位数量1巷道掘进断面m27.05炮眼深度m2.0/2.22岩石结实性系数f2～46雷管1-5段毫秒延期电雷管3工作面瓦斯状况低7炸药Ⅱ级煤矿乳化炸药4炮眼数目个368总装药量Kg/循环10.4锚网喷巷道预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼运用率%896每米巷道雷管消耗量个/m182每循环进尺m2.07每循环炮眼总长度m/循环72.83每循环爆破实体岩石m3148每立方矸石（煤）炸药消耗kg/m30.7434每循环所需矿车个30.39每立方矸石（煤）雷管消耗个/m32.575每米巷道炸药消耗量kg/m5.2爆破阐明表眼号炮眼名称眼深m眼距m抵抗线m装药量角度爆破顺序封泥长度m联线方式装药结构眼数个每孔装药量kg总装重量Kg水平垂直左度右度仰度零度俯度1-4掏槽眼2.21.00.540.41.6828200010.5串联连线正向装药结构5－12辅助眼2.00.550.580.32.4909000020.513-28周边眼2.00.40.5160.23.2939300030.529-36底角眼2.00.40.580.43.29090008840.5共计3610.4装药构造示意图（如下）：阐明：（1）标号1为药卷，标号2为雷管，炸药和雷管聚能穴均指向眼底；（2）标号3为黄泥，标号4为水炮泥，封泥长度严格按作业规程；（3）标号5为雷管脚线，定炮时必要扭结成短路。第四节装、运岩方式一、装煤（岩）方式211201风巷施工过程中，采用人工装煤（岩）。二、运送方式工作面煤经刮板运送机、胶带输送机拉运至21区运送上山（上段）内胶带输送机，经12煤联系巷、1240石门、3#煤仓联系巷内胶带输送机，运送至3#煤仓，再运送至一号主井主运皮带运送到地面。三、装运规定1、带式输送机机头机尾、刮板输送机两侧及巷道两帮浮煤（矸），每班要及时清理。2、刮板输送机机头固定：机头架两侧各用1根高强全螺纹钢锚杆Φ18×1800mm打地锚固定在底板上。机尾固定：因顶板松软破碎，使用地锚镢子进行锚固；将机尾架两侧生根装置用绳套子（规格为6×19-12.5mm钢丝绳制作）连接好，再用40T刮板输送机联接环连接到4个专用绳套子（规格为6×19-12.5mm钢丝绳制作）上，机尾两侧各用2个绳套子，再用地锚镢子（强度不低于金属锚杆）将绳套子打设固定在实底上，不留曲绳，固定牢固。地锚镢子全长垂直打设于实底如下，镢子孔深度不低于0.8m；若顶板完整性好、底板松软破碎，经现场跟班人员确认使用地锚镢子无法保证锚固效果，则使用压柱固定，压柱初撑力必要达到90KN、不少于2棵、齐全可靠牢固，压柱必要使用完好单体支柱，打在机尾专用压柱底座上、坚硬顶板处并升牢可靠，栓牢防倒绳。无压柱或缺少压柱或压柱打设不合格，禁止开溜子。皮带输送机头机尾用地锚固定。所用地锚为Φ18mm等强度螺纹钢锚杆，Ｌ≥1800mm。锚固时用不少于2支树脂药卷锚固剂锚固，每根锚杆锚固力不不大于64KN；地锚绳用钢丝绳（规格为6×19-15.5mm）或40T刮板链。第五节管线敷设掘进施工中所敷设电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定位置规定吊挂，保证牢固整洁。电缆钩每隔2m一种，电缆垂度不超过50mm。风水管要接口严密，不得浮现漏风、漏水现象，水管距迎头20m范畴内使用Φ10胶管，20m外使用Φ80、Φ50铁管，要随工作面迈进及时延长，以备迎头正常使用风水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头不不不大于5m。第六节设备及工具配备设备及工具配备状况表表六序号设备工具名称型号功率单位数量备注1局部通风机FBD-5.5×2(主扇)5.5KW×2台2主、副两组2风煤钻MQS-45/1.4C21.4KW部21部备用3风钻YT-2741部备用4刮板运送机SGB-620/40T40KW部15胶带输送机SSJ－800/40×240KW×2部26风镐G10-L27锚杆（索）机MQT-110/2.52.5KW台21部备用8气动隔膜泵QBY-40/0.2台21部备用9手镐、铁锨把各310泵BQS150-20-18.5/N18.5KW台21台备用第五章劳动组织及重要技术经济指标第一节劳动组织本巷道掘进采用每天“三八”制（一天三班，每班八小时）组织生产。巷道采用锚网支护，每个小班一种循环，循环进尺2m，日循环进尺6m。附：锚网巷道劳动组织表七第二节循环作业为保证正规循环作业完毕，迎头施工作业必要依照劳动组织人员配备，合理安排工序，工序和工序之间尽量做到交叉进行，平行作业，以充分运用工作时间，提高工时运用率。附：锚网巷道正规循环作业图表八劳动组织表表七工种出勤人数ⅠⅡⅢ共计运料、打眼及攉煤工3339爆破工1113输送机司机（运料、打眼及攉煤工）3339机电维修工1113锚杆工2226班长1113跟班副区长（兼验收）1113共计12121236第三节重要技术经济指标技术经济指标表表九序号项目单位指标备注1每循环在册人数人482每循环出勤人数人363出勤率%754日循环进尺M65效率m／工0.1676月循环次数个23按30天/月计算，延皮带、缩溜子及检修4个；锚网考虑巷道岩性变化影响3个。7月进尺m138正常8循环率%76.7按30天/月计算9炸药消耗Kg/m5.210雷管消耗发/m1812水炮泥消耗个／m1813锚杆消耗套/m714树脂药卷消耗卷/m1415菱形网消耗卷/m3.2第六章生产系统第一节通风系统施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设于1270石门距回风口20m范畴以外，供风风筒通过1270石门至211201风巷迎头，最长供风距离800m。风机安装时，必要进行供风量和吸风量比较，保证供风安全。一、掘进工作面需风量计算：应按巷道断面、瓦斯涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定规定分别进行计算，并必要采用其中最大值。1、按绝对瓦斯涌出量计算： 依照地质资料分析，预测211201风巷掘进期间绝对瓦斯涌出量最大为0.16m3/min, 计算掘进工作面需要风量为: Q掘=100×QCH4×K=100×0.16×1.8=28.8(m3/min) 式中: QCH4----掘进工作面预测掘进期间瓦斯绝对涌出量. K----- 瓦斯涌出不均衡系数,取1.8按掘进工作面同步作业人数计算：   依照公式：Q掘＞4×N 式中： N—依照工作面劳动组织配备状况，掘进工作面最多同步作业人数，小班出勤人数普通为12人，按交接班时最多人数为12人计算，则：Q掘＞4×12 Q掘＞48(m3/min) 3、按掘进工作面同步爆破最大炸药量计算：   依照工作面炮眼布置及装药状况计算，掘进工作面同步爆破最大炸药量为10.4Kg。 依照公式：Q掘＞10×A 式中： A—掘进工作面同步爆破最大炸药量按10.4Kg计算， 则：Q掘＞10×10.4   Q掘＞104(m3/min) 4、按风速进行验算： 依照公式:掘进最低需要风量： Q掘 >15S掘  (m3/min) 式中： Q掘—掘进工作面需要风量，(m3/min) S掘——掘进工作面断面积，7.0m2 则： Q掘 ＞15×S掘(m3/min) Q掘　＞15×7.0Q掘　＞105(m3/min) 掘进最高需要风量： Q掘＜240S掘 (m3/min) 式中： Q掘—掘进工作面需要风量；(m3/min) S掘——掘进工作面断面积，7.0m2 则： Q掘 ＜240×S掘(m3/min) Q掘　＜240×7.0Q掘　＜1680(m3/min) 通过验算：掘进工作面需要风量取最大值为150m3/min，符合15S＜Q掘＜240S规定。二、依照掘进期间局部通风机供风最长距离计算百米漏风量： １、该掘进工作面掘进期间局部通风机供风最长距离约为800m，按漏风率不超过3%计算：Q漏=Q吸×P＋L×P，分别计算出FBDNo5.6、FBDNo6.0、FBDNo6.3三种型号局部通风机漏风风量： （附表5）　　型   号　　功  率　　吸入风量　　漏风风量　　FBDNo5.0　　5.5Kw×2　　　240m3/min　　　31.2m3/min　　FBDNo5.6　　11Kw×2　　　300m3/min　　　33m3/min　　FBDNo6.0　15Kw×2　　　360m3/min　　　34.8m3/min　　　 　２、三种型号局扇供到掘进迎头实际供风量： （附表6）　　依照公式：Q实=Q吸－Q漏  得出： 　　型   号 　　功  率吸入风量漏风风量 　　实际供风量FBDNo5.0　　5.5Kw×2240m3/min31.2m3/min208.8m3/min　　FBDNo5.6　　11Kw×2300m3/min33m3/min　　267m3/min　　FBDNo6.0　15Kw×2360m3/min34.8m3/min　　325.2m3/min３、风速验算及风机选型： 　　通过上述计算，可选取一台型号为FBDNo5.0型5.5Kw×2，吸入风量为240m3/min局扇进行风速验算： V=Q实÷（S净×60） =208.8÷（6.8×60） =0.512m/s 式中：S净——掘进巷道净断面积，为6.8m2 验算成果表白，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，符合《规程》规定。因而，掘进期间选用两台FBZNo5.0型5.5Kw×2，吸入风量为240m3/min局扇对211201风巷进行供风即可满足规定。工作面必要实现“双局扇，双电源，自动切换机，自动分风”即采用两组型号相似风机，双电源单独供电，两组风机能自动换机，自动分风，分风时采用600-600-500型过渡节风筒，使用FTZSS500×10m型风筒向迎头供风。三、局通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机安设于1270石门距回风口20m范畴以外。2、通风系统局部通风机→211201风巷迎头→21区运送上山（上段）→12煤联系巷→1240石门南段→1240石门→1240回风石门→一号风井→地面。附：通风系统（局部通风机安装位置）示意图第二节压风系统风源来自地面压风机房，自副井、1240车场、1240石门、1240石门南段、12煤联系巷、21区运送上山（上段）接入迎头，迎头30m外使用Φ75mm钢管、30m内使用Φ50mm钢管和2寸胶管接至迎头。压风机输出风压为0.8MPa，迎头风压最小为0.4MPa。压风系统：地面压风机房→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联系巷→21区运送上山（上段）→211201风巷迎头。附：压风系统示意图第三节防尘系统防尘用水从副井经1240车场、1240石门、1240石门南段、12煤联系巷、21区运送上山（上段）接至211201风巷迎头，分别用Φ75mm钢管和胶管接至迎头，每50m设三通一种，吊挂点间距为5m。迎头外设四道喷雾，在迎头外5～15m内安设爆破喷雾，耙装机上方设一道水幕实现耙装喷雾（卸料槽卸料口上方设一喷雾头，卸料降尘），距迎头50m内设一道能封闭全断面水幕，掘进迎头回风口混合风流20m范畴内设一道能封闭全断面水幕。各转载点喷雾头齐全，保证水路畅通。采用湿式打眼、定炮使用水炮泥、爆破喷雾、耙装洒水、冲刷岩（煤）帮、转载点喷雾、净化风流、喷浆时使用除尘风机、个体防护等综合防尘办法。防尘系统：井上水源→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联系巷→21区运送上山（上段）→211201风巷迎头┌→风钻（锚杆钻机）├→巷道内全断面喷雾、水幕→├→装水炮泥水针├→转载点喷雾└→冲刷巷帮水管附：防尘系统示意图第四节防灭火211201风巷掘进采用风钻和风煤钻打眼，锚网支护，防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。防火供水管路从副井、经1240车场、1240石门、1240石门南段、12煤联系巷、21区运送上山（上段）接至211201风巷迎头，分别用Φ75mm钢管和胶管接至迎头。机电硐室备有灭火器材及沙。防火供水系统：井上水源→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联系巷→21区运送上山（上段）→211201风巷迎头。第五节安全监测系统一、便携式甲烷报警仪配备和使用1、区长、技术人员下井时必要携带便携式甲烷报警仪，对其分管范畴内甲烷进行不间断监测，如有报警现象（甲烷报警点为1.0%）必要进行解决。2、爆破工下井担任爆破工作时，必要携带便携式甲烷报警仪。每次爆破作业时瓦斯检查工进行“一炮三检”工作，并及时填制“一炮三检”记录。3、当班班组长下井时必要携带便携式甲烷报警仪，并把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范畴内无风筒一侧，距顶板不得不不大于300mm，距巷帮不得不大于200mm，其报警浓度为≥1.0%CH4。当报警时，停止工作，进行解决。4、机电流动电钳工下井肩负机电维修工作时，必要携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范畴内检查甲烷气体浓度，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配备和使用1、甲烷传感器布置　　（1）掘进工作面正前甲烷传感器安设在距迎头不不不大于5m巷道内，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4，复电浓度<1.0%CH4;回风甲烷传感器安设在距回风巷口10～15m处,报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.0%CH4，复电浓度为<1.0%CH4。掘进工作面迎头及回风甲烷传感器断电范畴为掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。甲烷传感器应布置在巷道上方（风筒异侧），且在顶板完好、不淋水位置吊挂，垂直悬挂，距顶板不得不不大于300mm，距巷帮不得不大于200mm。（2）211201风巷回风口10～15m处安设一台甲烷传感器。报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.0%CH4，复电浓度为<1.0%CH4。断电范畴为掘进巷道内所有非本质安全型电器设备。2、掘进工作面正前甲烷传感器每次放炮前，拉至距迎头不不大于30m安全地点吊挂好，炮后拉至距迎头不不不大于5m地点按规定挂好。 3、瓦斯监测工每天负责监测瓦斯传感器、瓦斯闭锁并进行检维护，保证敏捷可靠。第六节供电系统1、风机电源取自井下中央变电所风机专用变压器，动力电源取自井下1240配电点，采用风电闭锁。2、供电线路： 风机专用线：中央变电所风机专用变压器→1240车场→二号副井→1270石门→211201风巷局部通风机。动力专用线：1240配电点变压器→1240石门→1240石门南段→12煤联系巷→21区运送上山（上段）→211201风巷掘进迎头。附：供电系统示意图第七节排水系统依照地质阐明书关于资料，本工程掘进过程中局部地段将会浮现淋水、滴水，掘进工作面用潜水泵排至21区运送上山（上段），运用水沟排水至1240石门南段，经1240通路，再运用水沟排水至水仓后集中排水。排水系统：掘进迎头水→21区运送上山（上段）→12煤联系巷→1240石门南段→1240石门→1240通路→主井水沟→主排水泵房→地面。附：排水系统示意图第八节运送系统运料系统：地面→一号副井→1240车场→1240石门→1240石门南段→12煤联系巷→21区运送上山（上段）→211201风巷迎头。运煤（矸）系统：掘进迎头→21区运送上山（上段）→12煤联系巷→1240石门南段→1240石门→3#煤仓联系巷→3#煤仓→一号主井→地面。附：运送系统示意图第九节照明、通讯系统一、照明 1、井下作业人员均采用双光源KL4LMA型矿灯自行照明。矿灯应保持完好，浮现电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁失效、灯头密封不严、灯头圈松动、玻璃破裂等状况时，禁止发放。发出矿灯，最低应能持续正常使用11h。使用矿灯人员禁止拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后(地面领用矿灯人员，在下班后)，必要及时将矿灯交还灯房。在每次换班2h内，灯房人员必要把没有还灯人员名单报告矿调度室。2、井下固定照明地点和供电方式主井、副井、主暗斜井、轨道暗斜井、井底车场、车场信号调度室、井下消防材料库、重要进风巷交岔点、配电点及工作面运送顺槽等设立固定照明。照明电源采用BZX-4.0型照明综保。3、照明器具和电缆选取及安装敷设方式照明灯具采用DGS20型防爆节能灯。电缆选取MY型矿用橡套电缆。巷道内照明灯具间距≤30m。4、照明变压器保护照明采用BZX-4.0型照明综保，具备短路、漏电闭锁、漏电动作及电缆绝缘危险批示危险批示功能。5、井下应急照明应急照明，采用防爆应急照明灯，灯具选用BAJ52-B200/20型。二、通讯 矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机，设备选用DDK—1型矿用调度总机，电话站设在矿办公楼内，另设立18门直通顾客(其中地面9门，井下9门，地面电话中风机值班房和瓦斯抽放泵房电话应为本安型)，供特需顾客。地面及井下顾客话机均为按键话机，地面为HA01型，井下为HAK-1本安型。依照煤矿用阻燃通信电缆执行原则MT818.14-1999,电话站至通风机房等工业场地通讯选用MHYA32型矿用电话电缆，其敷设方式采用钢索吊挂，分别与场区动力照明线网同杆架设，顾客话机线选用HBV-2×1电话线。电话站至井下选用MHYVA型矿用电话电缆，顾客话机线选用KUVVR软电缆，以完毕矿井内部通讯。地面电话设立地点为办公楼、调度室、矿灯房、通风机房、变电房、配电房、机修车间等。井下电话设立地点是水泵房、工作面、掘进面、局部通风机、消防材料库、采区配电点、信号硐室等处。附：通讯系统示意图第七章灾害防止及避灾路线第一节灾害防止办法工作面炮掘时，采用风钻和风煤钻打眼，锚网支护，爆破作业，防火重点是防设备、机械摩擦生热、缆线等外因火灾。当工作面发生火灾时，工作面料场备有消防砂、防火锨等灭火工具可直接灭火，运用控制、调节局扇吸风量，控制火势蔓延。一、外因火灾防止办法1、211201风巷内不得保存柴油、机油等易燃物品，钻具需使用润滑油必要配备消防器材。棉纱等物品用后及时升井。2、211201风巷内使用柴油、机油必要装入盖严铁桶内运送，用完后，及时转运上井，禁止在井下存储。3、电器、机械设备使用油脂粘度、燃点、水分、酸值、杂质应进行抽样化验，使用中不得任意更换油品种或混用不同牌号、不同品种油脂，禁止使用不符合规定油脂。4、各种油脂分别设专用密封油箱保存，使用液态油之前必要严格过滤，换油时，要彻底清洗油路系统，做到无油垢、无水分、无锈蚀、无金属碎屑。5、油箱内壁和油中浸泡器件表面，禁止涂漆，以防油漆溶解而产生沉淀物影响油质量。6、液压系统油池和各种机箱密封应严密，防止粉尘和其她脏物进入。7、《规程》容许井下存储油脂，必要按使用地点，专人管理，集中存储。8、机械设备注油时，要仔细清洗注油箱，防止粉尘及水分进入，同步对不同牌号油液，要有专用油抽，并分类挂牌。9、液压系统中各级滤网、过滤器和管路要定期清洗，保证油质符合规定。10、加强对机电设备管理，杜绝各种失爆现象，防止各种明火及火花产生。11、矿灯应完好，否则不得佩带入井，禁止在井下拆卸、敲打撞击灯头。12、供电使用检漏继电器必要完好。13、禁止井下带电检修和带电挪移电气设备。电气设备检修及复电都必要按规定进行瓦斯检查，否则禁止进行检修与复电。二、瓦斯事故防止办法1、严格执行瓦斯检查制度，专职瓦斯检查工每班至少两次到迎头检查瓦斯，并及时理解工作面有害气体状况，瓦斯检查工要做好"一炮三检"工作，爆破工、瓦斯检查工、班组长必要严格做到爆破"三连锁"，作好记录，坚决做到瓦斯超限不作业。便携式甲烷 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报警仪悬挂在迎头风筒另一侧不不不大于5m地点。瓦检员通过培训持证上岗。2、掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%时，必要停止使用机电设备；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，禁止爆破。掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1.5％时，必要停止工作，撤出人员，切断电源，进行解决；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，必要停止运转，撤出人员，切断电源，进行解决。掘进工作面内，体积不不大于0.5m3内积聚瓦斯浓度达到2％时，附近20m内，必要停止工作，撤出人员，切断电源进行解决。3、停电、停风后需恢复通风或排放瓦斯时，必要制定切实可行安全办法，并严格执行。4、加强瓦斯检查，如发现瓦斯异常区，要加强瓦斯异常区通风管理工作。5、加强独头盲巷管理，凡暂时停工地点局扇不得停止运转。6、要加强局部通风管理，凡有筹划停电、停风，必要编制安全办法，及时传达到关于职工。浮现无筹划停电、停风迎头要及时撤出人员，打好栅栏；对长期停风迎头和盲巷要封闭。启封密闭和排放瓦斯必要编制专门安全办法，由救护队执行。7、瓦斯检查禁止空班漏检和虚报。8、在启动电动机、局部通风机及开关等电气设备之前，必要检查其附近《煤矿安全规程》规定范畴内瓦斯，若瓦斯浓度超过规定不准启动。三、煤尘爆炸事故防止办法1、掘进巷道禁止堆积浮尘，积尘要及时清除。2、健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。3、有完善防尘供水系统，防尘用水均应过滤，并保持足够供水量。4、定期冲刷积尘，保证积尘不超过规定。5、坚持使用湿式打眼，否则不准作业。6、放炮作业必要使用水炮泥和爆破喷雾，放炮先后必要洒水。7、巷道内喷雾装置必要正常使用，各转载点喷雾必要齐全、位置恰当、使用正常。8、加强通风管理，保证风筒吊挂质量，维护好通风设施。9、井下触尘人员必要佩戴有效防尘用品。10、加强医疗和保健工作，定期对接触粉尘职工进行体检，发既有不适当在粉尘环境工作职工及时调节。第二节自救方式与急救办法坚持煤矿自救原则“灭、护、撤、躲、报”，现场工作人员必要做到“及时报告，积极救灾，安全撤离，妥善避灾。”充分发挥老工人作用，保证安全。一、当工作面发生火灾时，应视火灾性质，灾区通风和瓦斯状况，及时采用一切也许办法直接灭火、控制火势，并迅速报告调度室。现场跟班管理人员、班长应依照《矿井灾害防止和解决筹划》规定，将所有可应受火灾威胁地区人员撤离危险区域并组织人员运用现场一切工具和器材进行灭火。人员撤退时必要遵守下列规定：1、一方面迅速戴好自救器，随后撤离危险区。位于事故地点进风测人员，应迎着风流撤退。2、回风侧人员，可佩戴自救器或用湿毛巾捂住鼻、口，以最迅速度，通过捷径进入新鲜风流中。如果巷道内布满烟雾，切不可惊慌乱跑，一定要冷静，迅速辨认出发火地区和风流方向，然后俯身摸着轨道或管道有秩序撤出火区。3、在迫不得已，并且火势很小时，也可冲过火源撤退。4、无论沿什么路线撤退，当爆炸波与火焰袭来时，都应面部向下卧倒或俯卧于水沟中，避开爆炸波与火焰后再撤退，以减轻烧伤。5、在撤退过程中，如果确认无法撤退时要迅速在附近找一种硐室暂时躲避，要把硐室门关闭，以隔断风流，防止有害气体侵入，避灾过程中要不断敲打物体发出呼救信号，以待救援。6、电气设备着火时，应及时切断电源，在电源切断前，只准使用不导电灭火器材进行灭火。7、所有避灾人员都必要严守纪律，等待救援。二、发生水灾时，除及时报告上级领导外，在班、组长或老工人指挥下，迅速组织急救。1、一方面要竭力就地取材、加固工作面，设法堵住出水点。如果水势很猛，无法堵住，则应以最迅速度告知附近地区工作人员一起按规定路线撤出。2、应往高处、沿着上山方向，向升井方向撤退，然后升井。3、注意防止透水空间放出有害气体引起人员中毒窒息，应配戴自救器撤出。4、矿领导接到透水报告后，应及时告知矿山救护队出动援救，同步依照水灾也许波及范畴，告知关于人员撤离危险区域。5、井下排水设备，在透水后应所有启动排水，水泵司机和维修工必要精心看守和维护排水设备，使其始终处在完好状态，水量增长无法控制时，必要将机电设备停电闭锁、及时撤人。三、井下发生瓦斯、煤尘爆炸时：1、沉着冷静、判断灾情地点及相对位置。2、及时戴好自救器，沿避灾路线撤出灾区。3、如无法撤退时，应及时进入躲避硐室等待救济。四、避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯等灾害时，施工人员应按如下路线进行撤离并熟悉各避灾路线：1、若迎头发生水灾时，施工人员应按如下路线进行撤离。施工迎头→1270石门→1270车场→二号副井→地面。2、若迎头发生瓦斯、煤尘爆炸、火灾等事故，迎头施工人员应按如下线路进行撤离。施工迎头→1270石门→1270车场→二号副井→地面。附：避灾路线示意图第八章安全技术办法第一节施工准备1、施工前，由区（队）长负责组织，由技术人员（编写人员）负责传达批准《罗花崖煤矿副斜井掘进工作面作业规程》。传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业。不合格人员必要补考，补考合格后再下井作业。轮休或请假人员上岗前必要进行学习，并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在《罗花崖煤矿副斜井掘进工作面作业规程》学习考试登记表上。2、每班开工前，班组长必要派专人对施工所涉及安全设施进行认真检查，保证齐全、完好、可靠，发现问题及时解决。确认无隐患后，由班组长填写安全开工牌板，方准开工。3、所用材料、工具、设备设施必要满足施工规定；禁止使用不合格材料及工具，设备设施禁止带故障运转。4、正在使用梯子、凳子以及搭设脚手架，必要放稳，搭设牢固。使用前，班组长必要进行检查，保证安全。5、抬扛铁轨、钢管、小型开关等重物时，必要配足人力，专人指挥，喊齐号子，同起同放，防止挤手砸脚。6、新职工必要经专门有关安全知识培训，掌握基本安全知识，经考试获得安全资格证，订立师徒 合同 劳动合同范本免费下载装修合同范本免费下载租赁合同免费下载房屋买卖合同下载劳务合同范本下载 之后方准下井。下井后必要由教师监护作业，不得独立工作。只有掌握本工种应知应会知识和安全注意事项，具备基本操作技能，合同期满后方准独立作业。第二节“一通三防”管理一、通风管理1、加强通风管理，局部通风机必要有指定专人留名挂牌管理，保证局部通风机正常运转，其她人员不得随意停开。2、掘进工作面应实行独立通风。风筒要用抗静电、阻燃风筒。风筒吊挂平直，逢环必挂，并要靠帮