1、煤矿采区运输石门工程巷道布置及锚杆支护设计施工方案编 制： 审 核： 批 准： 版 本 号: ESZAQDGF001 编制单位： 编 制: 审 核： 批 准： 二XX年X月 目录第一章 概 况5第一节 编制依据5第二节 概 述5第二章 地面位置及地质情况7第一节 地面位置及邻近采区开采情况8第二节 煤（岩）层赋存特征8煤层特征表10第三节 地质构造11一、断层11二、 掘进区内无陷落柱及岩浆侵入。12第四节 水文地质12一、水文地质条件12二、其他12第三章 巷道布置及巷道断面、支护说明12第一节 巷道布置及巷道断面12二、断面情况：13第二节 巷道锚杆支护设计13一、支护方式13二、支护方式2、18三、支护要求18三、 支护工艺19第四节 临时支护23第五节 备用支护材料品种、数量、规格及存放24第六节轨道及道床24第七节 巷道排水沟25排水沟有关技术参数（单位：m2、m）25第八节 巷道管线布置25五、风筒吊挂及出口到工作面距离26第九节 矿压观测26（1）矿压监测站布置26（2）锚杆受力监测27（3）锚索受力监测27（6）观测计划28第四章 施工工艺28第一节 施工方法28二、巷道施工：29第二节 凿岩方式29一、确定凿岩方式和凿岩机（器）具、数量等：29二、工艺流程29第三节 爆破作业30一、爆破条件：30二、爆破说明书：31第四节 装载与运输32三、煤、矸、材料、设备等的运输3、方式。32五、上山施工过程中，每20m设置一个小地滚，以保证提升安全。33七、 装载、运输机械的安装固定方式33第五章 生产系统33第一节 通 风33一、选择通风方式、通风设备、设施：33二、“三专两闭锁设施”、“双风机、双电源”，情况介绍34三、设施具体要求：34四、掘进工作面风量计算。34风速验算符合煤矿安全规程的规定38五、通风线路：38第二节 压 风381、确定压风方式382、进行总需风量计算和选取383、压风系统39第三节 瓦斯防治392、巷道内必须使用直径相同的风筒，弯道尽量使风筒缓慢拐弯。399、监测监控系统布置4010、瓦斯检查及瓦斯安全检查员履职管理40第四节 综合防尘管路44、1一、防尘水及管路系统：41四、湿式钻眼、水炮泥、爆破喷雾、冲洗巷帮、装煤（岩）洒水：41五、个体防护：加强个体防护，作业人员必须带好防尘口罩。41第五节 防灭火41一、邻近巷道火区情况42二、防火42三、灭火43第六节 安全监控44一、掘进工作面监测设施：44第七节 供 电45第八节 排 水45一、预测工作面最大涌水量45第九节 运 输45一、煤矸、材料、设备运输方式45第十节 照明、通信和信号46第六章 劳动组织及主要技术经济指标46第一节 劳动组织46第三节 循环作业47第三节 主要技术经济指标48第七章 安全技术措施48第一节 一通三防安全技术措施48一、掘进通风措施48二、综合防尘：5、50三、防止炮烟熏人：50四、瓦斯防治措施51五、防灭火安全管理技术措施52第二节 顶板安全技术措施56一、防止冒顶措施56二、顶板管理：57第三节 爆破安全技术措施582、打眼前应检查打眼机具，并试运转。587、有以下情况不得装药放炮：592、由于连线不良造成的瞎炮，可重新连线起爆。591、放炮地点按第四章第三节第二条所示站岗警戒点设置。60第四节 防治水安全技术措施61一、防治水措施61第五节 机电安全技术措施62一、设备：62二、机电设备的维修安全技术措施63三、缆线的敷设、吊挂、管理等63第六节 运输安全技术措施64一、提升、运输、转载系统的声光信号装置与启动装置闭锁的安全技术措施646、三、平巷人力推车：64二、绞车提升：65三、下山处理掉道车辆67第七节 其它安全技术措施69一、工程质量管理、验收69二、工程质量目标要求：69三、班组自检和队检的规定：69四、特殊地质条件允许的质量偏差69五、质量达标的技术保证措施：69六、班前会与班后制度70七、现场交接班制度：70八、上山耙矸机使用的安全技术措施：70九、轨道铺设要求：72十、文明生产要求：72第八章 灾害应急措施及避灾路线73第一节 避灾措施73第一节 灾害应急措施73一、事故发生后通报程序73二、预防灾害事故措施73第二节 避灾线路78作业规程学习和考试记录79作业规程补充学习和考试记录79作业规程复审记录80第一章7、 概 况第一节 编制依据一、根据xx一区段运输石门施工设计。二、根据xx一区段掘进地质说明书。三、根据xx运输上山、xx专用回风上山、xx二区段运输石门顶板围岩、揭露情况及矿压显现情况。四、根据煤矿安全规程、操作规程、威达公司有关技术规范，及矿有关规定。五、xx集团安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）六、集团公司、矿安全生产管理制度。第二节 概 述一、巷道名称：xx一区段运输石门，位置：+1068m-+1070m水平，xx一区段石门坡度为3直至穿C19煤层止，预计施工总长240m；二、 xx一区段运输石门布置在茅口灰岩岩层中，掘进穿过硫铁矿层、C25煤层、C24煤层和C20煤层，最终穿过C8、19煤层为止。三、xx一区段运输石门，主要为xx一区段运输、行人、通风服务。设计一区段运输石门巷道总长度为240m，总长工程量为240m，施工期2.6个月，预计开工时间：2012/4/1，竣工时间：2012/6/19。四、详见xx一区段运输石门施工设计图，并按施工设计图施工。五、施工地点安全评估：序号作业活动、场所（包括设备器材）存在的危害可能导致的事故可能性等级风险级别会发生很可能可能不太可能不可能一般重大不可承受1耙矸机停送电未严格执行停送电制度触电伤人损坏设备停机后未将开关打到零位伤人损坏设备耙斗运行范围内及耙矸机两侧、下方有人伤人耙矸机两侧未设置铁挡棍或挡绳伤人停机处理时开关未打到零位9、并闭锁，伤人损坏设备开车前未对钢绳、付绳、刹车装置、安全设施进行检查伤人损坏设备未设防滑装置伤人损坏设备2顶板支护前掉矸、两帮片帮，未严格执行撬帮问顶制度砸伤人3放炮时站岗警戒不到位伤人4放炮后炮烟未散尽伤人碛头瞎炮未检查伤人5风锤骑在风锤上打眼，钎子、风锤正下方站人断钎伤人6锚杆支护未使用临时支护空顶作业顶板掉矸伤人第二章 地面位置及地质情况第一节 地面位置及邻近采区开采情况井上下对照关系表水平、采区+1068m+1070m、xx工程名称xx一区段运输石门地面标高+1271.6m-+1307.2m井下标高+1068 - +1070m地面的对应位置建筑物工作面地面处于朴长塆一带，为坡谷地貌，地10、势东高西低。地表为山峰和沟谷，均被植物覆盖，无大的建筑物和水体，有少数民房，对巷道的施工无大的影响。巷道对地面设施的影响覆盖层厚度远大于巷高近100倍，对地表设施无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响东北方为xx运输上山，西北方为xx总回风巷，东南方为xx轨道上山第二节 煤（岩）层赋存特征一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f），预计巷道揭露的各煤层间距，顶、底板岩性及特性分析该区域岩层属灰、深灰色中厚层状石灰岩，局部含燧石结构，底部为深灰色中厚层石灰岩、局部含燧石结构，岩层厚度约40米，岩石普氏系数为810，该巷顶底板均属灰岩。在揭露煤层区域内有C19、C20、 C24和C25煤层，层11、间距为3.8m、14.6m和8.9米。其中C19煤层平均厚度为0.9m，C20煤层平均厚度为0.8m，C24煤层平均厚度为1.0m。C19煤层俗称“大炭”，亮光亮型煤，位于含煤岩系下部，该煤层结构简单，不含夹矸，抗碎性较强。C20煤层俗称“小炭”，半亮光亮型煤，位于含煤岩系下部，该煤层结构简单，局部含一夹矸，抗碎性较强。C24煤层俗称“三层炭”，半暗半亮型煤，位于含煤岩系下部，该煤层结构简单，含两层稳定夹矸，将煤层分为三层，抗碎性较强。二、预测巷道瓦斯涌出量、瓦斯突出倾向、煤层自然发火倾向、煤尘爆炸性、地温等。根据xx二区段运输石门、xx三区段运输石门掘进工作面瓦斯涌出情况分析，预测该工作面瓦12、期涌出量为0.45m/min，根据矿井瓦斯参数测定报告，该采区无瓦斯突出倾向，但由于是首次揭露煤层，为安全起见必须制定相应的防突措施。本工作面全巷按中、腰线穿岩(煤)掘进，预测地温为17。全岩巷道穿层情况表巷道穿层地层岩石类别硬度 厚度（水平距）厚度（真厚）穿层岩性砂质泥岩砂质泥岩4-6 5.63.22深灰色砂质泥岩、泥岩，含植物化石，含少量菱铁矿结核C20煤层C20煤层2-42.40.65属黑色半亮光亮型煤，结构简单，下部含一层夹矸，煤质好，易碎，俗称“小炭”。砂质泥岩、细砂岩砂质泥岩、细砂岩4-630.57.95深灰色砂质泥岩、泥岩，夹0.8m厚浅灰色细砂岩，含植物化石，含少量菱铁矿结核细13、砂岩细砂岩4-619.94.36浅灰色细砂岩、粉砂岩、含黄铁矿结核及少量菱铁矿结核煤层特征表指 标参 数备注煤层厚度（最小最大/平均）（m）(0.91.10/1.06)煤层倾角（最小最大/平均）（）1517/16 煤（岩）层硬度系统（f）f=24煤层层理（发育程度）层理发育煤层节理（发育程度）节理较发育煤层自然发火期（d）不自燃绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.45 m3/min相对瓦斯涌出量（m3/t）3.81 m3/t地温（）16围岩类型浅灰色细砂岩、灰色细砂岩 煤层顶底板岩性煤层顶底板岩性煤 层伪 顶直 接 顶老 顶伪 底直 接 底C19无深灰色砂质泥岩，下部含植物化石碎屑。薄中厚层状细14、砂岩、泥质粉砂岩，含菱铁矿结核。局部地方煤层底板有炭质泥岩。1.48m深灰色砂质泥岩含植物化石；1.0m灰色泥质粉砂岩，含团块状菱铁矿。C20局部地方煤层顶板有炭质泥岩。灰色细粒砂岩，夹粉砂质条带，含植物化石。薄中厚层状细砂岩、泥质粉砂岩，含菱铁矿结核。无深灰色砂质泥岩、泥岩及粉砂岩，含植物化石，含菱铁矿结核。C24无深灰色砂质泥岩、泥岩及粉砂岩，含植物化石，含菱铁矿结核。薄中厚层状细砂岩、泥质粉砂岩，含菱铁矿结核。无深灰色砂质泥岩、泥岩，含植物化石，含菱铁矿结核。第三节 地质构造一、断层根据xx巷道及相邻巷道揭露情况分析，掘进区内无大中型断层。二、 掘进区内无陷落柱及岩浆侵入。 三、岩(煤)15、层产状倾向NE54倾角9-11，C19煤层平均厚度为1.2米，倾角911，平均倾角为10。但掘进灰岩段的时候很可能会揭露隐伏陷落柱及溶洞，在揭露菱铁矿层时应加强对巷道顶底板的支护，在揭露隐伏构造时请相关部门做好相应的安全准备工作。第四节 水文地质一、水文地质条件该巷道主要水源来自防尘水，在施工过程中可能会遇到暗河、溶洞等构造水对工作面造成一定影响，根据原掘进巷道分析，所遇的暗河、溶洞均以少量的水流出，对掘进工作影响不大。二、其他巷道掘进区无大中型断层，地表无大型水体。第三章 巷道布置及巷道断面、支护说明第一节 巷道布置及巷道断面一、xx一区段运输石门巷道布置在茅口灰岩及硫铁矿层和煤层中，沿+316、坡度掘进。在xx总回风巷中开口开口点X坐标为3111966.431，Y坐标为35555293.512，底板标高1068.401，开口先按3的坡度，55413的方位角预计掘进40m后，再在总回风巷中开口开口X坐标为3111939.430，Y坐标为35555307.168，底板标高1068.491，开口先按3的坡度，55413的方位角预计掘进23m后，为施工一个=65133，R=12000mm，T=14230mm，Kp=13612mm的弯道，再以3503510的方位角-3.14的坡度掘进25m穿xx一区段运输石门，最后再按3的坡度，55413的方位角掘进，最后穿过C19煤层为止。设计总长度为24017、m，掘进总长度为240m，xx一区段运输石门中线至两帮各为2.0m，腰线至轨面1.5m，按中线掘进。方位角55413。二、断面情况：1、xx一区段运输石门断面为三心拱断面，巷道规格为：4.0m3.0m（净中宽净高）。净断面为10.93。掘进下宽4.0m，掘进中高3.2m，掘进断面为11.73m。2、xx一区段运输石门回风联络巷断面为三心拱断面，巷道规格为：3.0m3.0m（净中宽净高）。净断面为8.37。掘进下宽3.0m，掘进中高3.2m，掘进断面为8.97m。第二节 巷道锚杆支护设计一、支护方式1、支护参数的确定（1）、锚杆参数确定叙永煤矿巷道支护主要采用锚+网支护。锚杆长度根据组合梁、加固18、拱、围岩松动圈理论，按照下列公式计算巷道顶板锚杆长度：LN(1.5W/10)1.2（1.54.0/10）2.28式中，L锚杆长度，m；N围岩影响参数，取1.2；W巷道跨度，按设计取4.0m。巷道两帮锚杆作用主要限制巷道两帮岩体表面的松散变形破坏，因此，巷道顶帮锚杆长度按2.2m考虑。锚杆间排距根据国内许多矿井采用锚杆支护的经验，为便于现场操作，锚杆的间距和排距可以采用相同值。一般而言，锚杆支护的间、排距D与锚杆长度L应满足如下关系：D0.5L=0.52280=1.140m考虑现场施工偏差，锚杆的间、排距均取800mm。锚杆直径各种锚杆的锚固力需与杆体本身的抗拉强度相适应，即锚杆的实际锚固力要大19、于或等于杆体抗拉极限，这样才能充分发挥杆体材料的作用。因此，按照杆体的抗拉力等于锚杆实际锚固力原则（），考虑1.1的富余系数，则锚杆体直径的计算公式如下： （1）式中，锚杆的直径，m；锚杆杆体材料的设计抗拉强度，340MPa；锚杆的锚固力，85kN；K富裕系数，取1.1。经计算得d =19.7mm，故取锚杆直径为20mm。根据上述计算结果，结合过去锚杆的使用经验，为确保施工安全，巷道顶板选用f20mm的螺纹钢锚杆，锚杆长度为2.2m，间排距为800800mm。巷道两帮均锚杆选用f16mm的树脂锚杆，帮锚杆长度为1.5m，其间排距均为800800mm。锚杆的锚固长度一般而言，锚杆的锚固方式分为三20、种：一是全长锚固，锚固长度占锚杆长度的90以上；二是加长锚固，锚固长度占锚杆长度在5090之间；三是端部锚固，锚固长度占锚杆长度的50以下。由于矛口灰岩顶板较好以及考虑支护成本，锚杆推荐端部锚固方式，选取40左右的锚固长度。及L=2.2m的锚杆配用3根树脂药卷，L=1.5m的锚杆配用2根树脂药卷。（2）、锚索参数的确定锚索的作用是靠自身强大的承载能力，将巷道顶板邻近岩层自重传递到远离巷道顶板的上覆坚硬岩层上，从而将大幅减轻巷道两帮一定范围的支承压力及相应的底板压力，这对于防止两帮变形和底鼓会起到重要作用。 锚索长度确定 （2）2.13.90.10.26.3（m） 式中，L锚索总长度，m；La锚21、索深入到稳定岩层的锚固长度，取2.0m；Lb需要悬吊的不稳定岩层厚度，取3.9m；Lc上托盘及锚具的后土（一般取0.1），m；Ld需要外露的张拉长度（一般取0.2），m。锚索的锚固长度锚索的锚固长度根据GBJ85要求，锚索锚固长度La应满足下式：式中，k安全系数，一般取2；d1锚索钢绳线直径，15.24mm；f1钢绞线抗拉强度，1860N/mm2；fc锚索与锚固剂的设计粘结强度，取fc10N/mm3。由计算得知，穿层巷道锚索的锚固长度为1417mm，取1.75m。锚索锚固力确定一般而言，巷道锚索的锚固力不低于200kN。锚索的间排距锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层质量确定。按每排布置22、二根锚索考虑，则锚索排距：4.6m （3）式中，a巷道宽度，取2.9m；上覆岩层平均体积质量，取2.5kN/m3；a单根锚索的极限破断力，取260 kN；k安全系数，取2。为确保安全和锚索能够达到较好的支护效果，我们选取锚索的排距为3m。详见施工图纸。2、锚杆锚索类型和结构（1）、锚杆类型及结构选用20MnSi（锰硅）f20mm的螺纹钢锚杆。其屈服极限为340MPa，强度极限为510Mpa，截面积为314.2mm2。锚杆设计锚固力85kN。为了增强锚杆丝头强度，采用滚丝方式进行加工。顶板锚杆结构如图1。为了更易于刺破药卷，锚头端部加工成扁楔状。在顶板比较破碎或松软时，采用力学性能与树脂锚杆相匹23、配的碟形高强度托盘，规格为150mm150mm8mm（最好配调心球和减摩尼龙垫圈）。考虑锚杆头部加工成扁平状后体积减少量，锚杆上设置挡圈，挡圈至锚杆头部的距离，顶板锚杆为1.5m。 图1 顶板锚杆结构示意图（2）、锚索类型及结构锚索采用7股f5mm高强度钢绞线组成。钢绞线直径为f15.24mm，强度级别1860MPa，公称截面积140.00mm2，最低破坏荷载260.7kN，质量1.102kg/m。锁具的选择：以瓦片式为主的锁具有多种规格，应根据钢绞线规格选取，保证瓦片与钢绞线有良好的匹配关系，在这里选用f15.24mm的锁具。锚索构成如图2所示。采用力学性能与树脂锚杆相匹配的规格为3003024、016mm的高强度托盘，材料采用腰高腿宽腰厚160658.5mm的槽钢，其型号为16#B重量19.755kg/m，在槽内焊接厚16mm、长150mm、宽55mm的钢板，然后在槽钢的中心位置打孔。详见锚索托板加工示意图3。3、相关参数的选择(1)、锚杆、锚索药卷用量在选择锚杆、锚索的锚固剂用量时，必须考虑锚杆的直径、钻孔直径和药卷直径等的“三径”配合问题。“三径”配合的相关参数见表21。表21 顶板锚杆“三径”配套的相关参数顶锚杆直径（mm）20帮锚杆直径（mm）16钻孔直径（mm）33锚杆药卷直（mm）28锚索直径（mm）15.24（2）、金属网设计采用铁丝菱形金属网。其形状如图4所示。若采用25、自己编织，顶板采用8#铁丝编织，网孔距为50mm50mm。两帮采用10#铁丝进行编织，网孔距50mm50mm。图4 铁丝菱形金属网4、托板的使用为了保证锚杆与钢带之间更加紧密的贴合，提高托盘与钢带之间的摩擦力，设计了专用蝶形托盘，使钢带、托盘、锚杆三者之间成为一个更加统一的整体，减少了锚杆与钢带之间的错动，有利于预防锚杆杆体产生的剪切破坏。二、支护方式采用锚网索支护。三、支护要求根据锚网索支护实验的有效成果，决定该C24煤层巷道采用锚网索支护。每根锚杆及锚索必须紧固有力，外露长度符合质量标准化要求；金属网必须相互搭接并用托板压牢实。4、支护材料该巷道采用两种锚杆：第一种：20mm、长度为2.226、m的左旋螺纹钢树脂锚杆；第二种：16mm、长度为1.5m的树脂锚杆。锚索采用15.24mm的钢绞线自制而成，长度为6.3m。金属网为10号铁丝编制的菱形金属网，菱形网孔距为50mm50mm。三、 支护工艺正常巷道段永久锚网索支护距碛头的最大距离不得超过1800mm；当巷道遇断层或顶板压力显现明显地段永久锚网索支护距碛头的最大距离不得超过1000mm。1、（1）、xx一区段运输石门矛口灰岩巷道采用树脂锚杆配锚网进行支护，具体见锚杆支护图。（2）、xx一区段运输石门穿层段巷道。顶板采用树脂锚杆配锚网、锚索进行进行加强支护，具体见锚杆支护图。鉴于巷道在煤层中掘进，锚索在巷道中心线的两边450mm处各27、设置一根，锚索排距为3000mm，间距为900mm。若巷道顶板岩性差、破碎时，施工队必须及时采用树脂锚杆配钢筋梯、金属网进行支护。（2）、 xx一区段运输石门绞车硐室及躲硐巷道顶板采用树脂锚杆进行支护。掘进中若巷道顶板岩性差、破碎时，施工队必须及时采用树脂锚杆配钢筋梯、金属网进行支护。（3）、顶锚杆为L=2.2 m，=20mm的左旋螺纹树脂锚杆，每根锚杆配用3根CK2835的树脂药卷，金属网为菱形金属网，帮锚杆为L=1.5 m，=16mm的左旋螺纹树脂锚杆，根锚杆配用2根CK2835的树脂药卷。钢筋梯采用直径为12mm的圆钢制作。施工时锚杆全部进入煤岩体，外露长度控制在10-40 mm之间，并28、垂直于巷道轮廓线或岩层面，角度不小于75度，锚杆间排距相差不超过100毫m。锚杆锚固长度为0.5 m，锚杆锚固力不得小于50KN，抗拨力60 KN，螺帽的拧紧扭矩120N.m力矩150N.m。（4）、锚索为L=6.3m, =15.24mm的钢铰线每根锚索配用4根CK2835的树脂药卷，锚固长度为1.2 m，锚索外露锁具长度控制在150-250mm之间，锚索托具采用11号工字钢制作，锚索托具长0.3m，锚索托具，锚杆托盘、钢筋梯、金属网必须贴紧岩面,锚索预紧力控制在100-120KN之间，锚索设计锚固力不小于200KN，锚索实施拉拔力一般以锚索设计锚固力的50%为宜，张拉锚索时要保证10吨的初拉29、力。2、掘进过程中若巷道岩性差、破碎、强度低，节理发育以及过断层、顶板破碎带、巷道交岔处，施工队必须增设锚网、钢筋梯、锚索进行加强支护，确保施工安全。3、掘进全过程中，施工队必须加强对巷道顶帮危岩活矸的刁放和支护，严格执行敲帮问顶制度。该巷道永久支护距碛头采用临时支护的最小控顶距不得超过0.8m，最大控顶距不得超过2.5m，若控顶距超过0.8时，施工队必须在临时支护下进行永久支护。4、支护工序安排与支护要求、质量要求和安全措施：（一）、巷道锚杆支护工序安排：(1)、严格执行敲帮问顶制度，加强刁找工作及时处理掉顶帮危岩。(2)、钻巷道顶板锚杆眼孔、用压风清洗眼孔。(3)、挂金属网、钢筋梯，并尽量30、拉紧贴岩面。(4)、装树脂药卷、插入锚杆、搅拌药卷、安装托盘、旋紧螺母。(5)、钻巷道两帮锚杆眼孔、用压风清洗眼孔；（二）、锚杆施工安全技术措施：(1)、每班放炮后，必须严格执行敲帮问顶制度，加强刁找工作及时处理掉顶帮危岩。(2)、顶板上锚杆眼的施工时，杆眼眼孔施工的直径为23mm，锚杆眼的深度比锚杆杆体全长短50-100 mm。锚杆的间排距、锚杆眼施工角度及布置形式必须按作业规程规定施工。(3)、钻锚杆眼孔时，旋转后不能用手触摸旋转的钻杆。(4)、操作者站位应在锚杆机侧，并与锚杆机保持一定安全距离，防止钻纤折断伤人。(5)、锚杆安装前，必须备齐锚杆配套的拱形托盘和扭矩螺母，用压风清扫眼孔浮尘31、。顶板锚杆的安装必须采用快速安装工艺。(6)、安装树脂锚固剂时，要检查其性状。严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。(7)、每个眼孔内放置药卷数量，必须按作业规程规定数量施工。用锚杆将药卷推入孔底，开动凿岩机快速旋转。(8)、打设锚杆必须坚持先顶板、后帮的支护顺序，严格按照公司锚杆支护管理办法及技术规范执行。(9)、金属网之间采用10号铁丝对接，放炮前金属网必须用旧皮带吊挂进行掩盖，掩盖距离15-20m，防止放炮损坏金属网。若放炮损坏金属网，施工队必须进行处理，并用14#铁丝连接好，且金属网内的矸石必须先进行处理后再进行对接。锚杆安装好后，保证金属网、钢筋梯、托盘紧贴巷道岩面。 5、锚网32、索施工工艺：（一）、树脂顶锚杆的安装：（1）、采用采用7655型风动凿岩机。施工单位根据自身情况选用。数量至少需要4台（2台使用，1台备用，1台检修）。（2）、安装前先检查锚杆、托板、药卷规格、型号是否符合要求 ，不符合的应重新补打，然后将眼内积水、岩（煤）粉吹洗干净。（3）、安装的连接器必须与锚杆杆体同心，然后用锚杆将树脂药卷送至孔底，送时缓慢推进并连续搅拌，时间为2030秒。每根顶锚杆装3根0.35m长的树脂药卷，每根帮锚杆装2根0.35m长的树脂药卷。（4）、树脂锚杆搅拌完毕，暂不取连接器，用锚杆机支撑23分钟后，启动钻机旋紧防松螺母,顶开螺母端盖,旋紧碟状托盘紧贴顶板。螺帽必须拧紧，每33、班由跟班队长检查，每周队检查2次施工区域内托板、螺帽紧固情况，发现松动及时紧固。（5）、金属网压茬搭结长度不小于为100mm，金属网搭结处用10#铁丝穿接，连接点间距小于200mm。（二）、锚索的安装：（1）、采用普通单体锚杆钻机配B22组合钻杆和29mm双翼钻头湿式打眼，眼深6m左右，锚索孔深误差控制在30mm。（2）、锚索锚固长度为1.75m，采用5根0.35m长的树脂锚固剂进行锚固；插入树脂锚固剂前先检查其质量（以手感柔软为合格），并注意快凝端向上，缓凝端向下。（3）、锚索下端装上专用搅拌驱动器，二人配合，用锚索顶住锚固剂组缓缓送入钻孔（注意：不能反复抽拉锚索），确保锚固剂全部塞入孔底。34、（4）、将专用搅拌驱动器尾部六方头插入锚杆机上。（5）、一人扶住机头，一人操作锚杆机，边推进边搅拌，前半程用慢速旋转，后半程用快速旋转，搅拌时间控制在2030秒。（6）、停止搅拌，继续保持锚杆机的推力约3min后方可移开钻机。（7）、10min后，先卸下专用搅拌驱动器，装上托板、托盘、锚具，并将其托到紧贴顶板的位置。待搅拌树脂药卷后1015min张拉锚索，张拉时并注意观察压力表读数，到张拉预紧力控制在100120KN时，液压泵停止张拉，将换向阀手把转向卸载，一人用双手托住张拉千斤顶，一人将液压泵卸载将张拉千斤顶推出锚索。（8）、锚索安装48h后，如发现预紧力下降，必须及时补拉。锚索锚固力应不低35、于200 KN。（9）、张拉时发现锚固力不合格的锚索，必须立即在其附近补打合格的锚索，或者用张拉器将不合格的锚索拔出，然后用钻机将原来的钻孔清洗一遍，重新安装锚索。6、锚杆、网、索支护质量要求支护时必须按照支护设计的参数、要求和支护工序要求进行，锚杆间、排距为800mm，偏差不得超过100mm，锚杆外露长度为1550mm，断层及顶板压力破碎段锚杆间、排距为600mm，偏差不得超过50mm，顶锚杆锚固力不小于100KN，帮锚杆锚固力不小于50KN；锚索间距为900mm，间距偏差不得超过50mm，锚索排距为3000mm，间距偏差不得超过200mm，外露长度不得超过300mm，锚固力不小于200KN36、，杜绝失效锚杆、锚索。7、锚网索支护安全措施 支护前必须找尽顶帮悬矸，取掉顶板黏结的煤矸。 支护时，人员必须站在临时支护或永久支护良好段操作，严禁空顶作业。 施工锚杆眼时，挂眼人员严禁站在锚杆机的正下方。 支护质量必须符合设计要求。 当出现断层或地质条件变化时，另行编制可执行的安全技术措施。第四节 临时支护为保证掘进施工安全，临时支护采用前探梁配合圆木(14cm)并加挑板(长0.5m宽0.2 m厚0.05 m)进行支护。巷道采用进行临时支护，要求备用临时支柱为6根。至少使用一根临时支护，临时支护存放在耙矸机后面距耙矸机距离不大于40m处。碛头放完炮，炮烟散尽后，必须先处理好碛头安全，且出矸过程37、中最小控顶距超过0.8m时，在施工永久性支护时，必须先用临时支护对碛头进行支护，在临时支护下进行永久性支护，施工全过程中严禁空顶作业，以防冒顶。每循环施工完毕后对碛头未打锚杆部分和未够一排锚杆支护的悬顶部分采取临时支护。支护前先连好金属网，用两根前探梁沿巷道走向平行布置，吊环吊在锚杆上，前探梁穿过吊环，护板扛在前探梁上，护板与护板的最大空距不超过150mm，护板数量根据现场空顶长度确定，未接顶的部分杠上枕木用圆木（至少2根）支紧，单体液压支柱间距为1100mm，临时随永久支护前移而前移，保证临时支护超前永久支护1000mm。进行临时支护时，人员必须站在顶板永久支护或支护可靠的地方操作。第五节 38、备用支护材料品种、数量、规格及存放备用支护材料不能过多，但至少备够3天所用支护材料。材料必须集中堆码在材料硐室或指定地点，所有材料必须上墩上架，不能上架的必须采用桶（或框）装。备用支护材料品种、数量、规格附表名称树脂顶锚杆树脂帮锚杆锚索金属网锚固剂单位套套根张根规格20mm长2.2m16mm长1.5m15.24mm长6.3m长2.4m宽1.0mCK2835数量8010020100250第六节轨道及道床该巷道永久轨道采用轨型为15kg/m的钢轨，配以松木道枕。在掘进期间轨道尽量保持滞后掘进工作面20-30m进行铺设。如钉道进度无法达到工作面的掘进速度时，轨道滞后工作面的距离可适当放宽2m，但在巷39、道施工完毕进行移交前必须保证轨道全部铺设完工。轨道铺设应严格按照煤矿安全规程相关规定布置，轨道间距最小不得低于598 mm，最大不得超过605 mm，轨道接头间隙不得大于5mm，高低和左右差不得大于2mm，轨枕下应填实。对道床应经常清理，应无杂物、无浮煤、无积水。巷道内严禁使用非标准道岔。轨道必须符合质量标准化标准要求。轨道及道床参数见下表（单位：mm）轨道及道床参数表轨道型号轨距轨道与巷道中心线距道床高度道碴厚度碴面至轨面间距枕木间距道碴粒度15Kg/m600mm800 mm250mm170mm80mm0.8m20mm第七节 巷道排水沟 排水沟有关技术参数（单位：m2、m）水沟排水量水沟掘进40、断面积水沟掘进高度水沟掘进宽度129.6m3/d 0.090.30.3第八节 巷道管线布置一、永久压风管吊挂及托架的固定：掘进xx一区段运输石门时,风水管铺设在巷道前进方向的左帮，距轨面200mm，风水管采用0.35m长的废旧钢轨加工成托架，插入深度0.15m，托架间距每5m一个。托架末端必须一致，风管搁置在托架上，水管用14#铁丝固定并紧贴在托架下方，（或风水管并排设置）风水管托架也可直接采用1寸的铁管子作为托架。每隔50 m交错安装一个三通阀门二、防尘供水管吊挂及托架的固定：直接在掘进施工水管上抽头，增设防尘水幕，设置高度距轨面为1.8m，防尘水管每50m设一个抽头。三、xx一区段运输石门41、施工时，巷道采用水沟自动排水流入21采区回风上山再沿+783主平硐水沟排出地面。四、电缆、电话、数据线等：电缆钩敷设在巷道前进方向的右帮，采用四挂的电缆钩进行吊挂，通讯、监测线，应敷设在动力电缆上方0.1m以上的电缆挂钩上，缆线之间距离不小于0.05m（低压缆线）。高、低压电缆之间的距离不小于0.1m（高压电缆线之间、低压电缆之间不小于0.05m），电缆钩设置高度距轨面1.6m处，电缆钩之间间距为1.5-2m，钢铰线预埋眼子设置在左帮突出处，每4m左右设一个。要求钢铰线必须在同一平面，预埋件外露末端必须在同一垂面。电缆钩直接吊挂在油绳上后，再用卡子固定在拉直的油绳上，电缆钩预埋件采用12的园钢42、制作，预埋0.15m深，外露直线长5cm，并用砂浆浇灌固定在左帮上。施工过程中最好采用木楔子固定预埋件，采区回采结束后，直接回收预埋件。五、风筒吊挂及出口到工作面距离风筒布置在巷道左帮，风筒距碛头不得超过4 m。风筒吊挂高度据道面1.6m。风筒吊挂平直，逢环必挂。第九节 矿压观测（1）矿压监测站布置顶板离层监测顶板离层仪安设数量可参考表31。表31 顶板离层仪安设数量围岩类别巷道宽度备注3m3m在地质构造带或巷道交叉点应适当增加安设数量每100m一个每80m一个每70m一个每50m一个每50m一个每30m一个每50m一个每30m一个本方案每隔50m在顶板安设一组多点离层仪。顶板离层监测是指巷道43、浅部围岩与深部围岩间的位移变化速度出现台阶式跃变，当离层达到一定值时，顶板有可能发生破坏。所以顶板离层是巷道围岩失稳的前兆。监测设备采用山东科技大学泰安市机电实业公司生产的顶板离层连续观测仪（YHW150）。离层仪包括一个深部基点和多个浅部基点，分别测试巷道表面与浅部基点之间，浅部基点与深部基点之间的相对位移。顶板未发生离层时，浅部基点与深部基点所测位移变化速率逐渐降低，并最终趋于0，如果中间发生跃变，则可判断顶板中是否出现离层及离层部位。离层仪安设在巷宽分别距矮帮、高帮0.5m的顶板内。为保证可靠的测试结果，深基点固定在锚杆上方稳定岩层内300mm；无稳定岩层时，一般固定在顶板以上5m处。（44、2）锚杆受力监测锚杆工作荷载监测锚杆工作荷载可以反映锚杆在各个不同时期的轴向力大小与围岩变形的关系。锚杆质量监测采用拉拔装置YML型锚杆拉力计。每隔50m随机抽取3根进行拉拔实验，检验是否满足设计要求，对不满足设计要求的进行重新补打锚杆或者采用其他的加固措施（如钢梁支护等）。锚杆锚固力的连续观测锚杆锚固力的连续观测采用ZMCA液压式锚杆锚固力测力计，安装位置为每隔50m在巷道顶板安设两个。（3）锚索受力监测锚索工作载荷可采用拉拔装置YML型锚杆拉力计。每隔50m随机抽取3根进行拉拔实验，最大拉拔力达到150KN时停止试验。主要检验锚索的锚固力是否满足设计要求，对不满足设计应进行及时的补来，以达45、到设计的要求。（6）观测计划1.顶板离层观测巷道掘进以后顶板离层观测时间：距掘进工作面010m范围内，每天观测两次；1120m范围内每天观测1次，2150m范围内，每3天观测一次；50m以外每周观测一次。回采期间（作为机巷使用时）的观测时间：距回采工作面010m范围内，每天观测两次；1120m范围内每天观测1次，2150m范围内，每3天观测一次；50m以外每周观测一次。2.锚杆工作荷载监测锚杆工作荷载监测是对已经安装完毕的锚杆进行随机抽取，检查锚杆锚固力是否达到设计要求，检查时间是每周对不同地段的锚杆进行检查。3.锚杆锚固力的连续观测距掘进工作面015m范围内，每天观测一次；1530m范围内每46、2观测1次，3060m范围内，每3天观测一次；60m以外每周观测一次。回采期间（针对机巷）的观测时间：距回采工作面015m范围内，每天观测一次；1530m范围内每2天观测1次，3060m范围内，每3天观测一次；60m以外每周观测一次。4.巷旁顶板压力监测巷旁顶板压力监测时间：距回采工作面010m范围内，每天观测两次；1120m范围内每天观测1次，2150m范围内，每3天观测一次；50m以外每周观测一次。第四章 施工工艺第一节 施工方法一、巷道施工方法：巷道采用风动凿岩机打眼，二级煤矿乳化炸药配1-5段毫秒电雷管爆破，耙砂机装砂，平巷人力推车。巷道施工顺序：打眼-装药、放炮-临时支护-出矸-永久47、支护-安设挂钩-安设轨道二、巷道施工：1)施工前,地测组应在现场确定好巷道开口点起点位置，并在开口点位置放好中腰线，施工队必须严格按巷道设计及中腰线施工。施工时地测放线要求皮带中线至左帮1.6m，至右帮1.2m，详见巷道断面尺寸图。2)机电队与通风队应安装好局部通风机所有的开关电缆，以及巷道施工到20m后安装好爬砂机所用的电缆开关并搭好火。通风按规定安装好瓦斯监测探头，通讯设置好通讯系统。3)施工队开口前，应对该作业点周围进行全面性的安全检查，刁尽顶帮危岩活矸，且巷道开口点及岔口段附近根据现场实际情况采用树脂锚杆配金属网、钢筋梯、锚索进行加强支护，以确保施工安全。4)开口段施工放炮前，施工队必48、须将放炮点附近20m内的管线用4寸旧半圆管子包裹并用矸渣掩盖好，防止放炮损坏。 5）xx一区段运输石门绞车硐室、躲身硐设置在巷道前进方向左帮（巷道人行侧），躲身硐每40m一个，梯步、水沟设置在巷道前进方向左帮，水沟宽0.3m，深0.3m，要求施工成一条直线，高低、长宽一致。第二节 凿岩方式一、确定凿岩方式和凿岩机（器）具、数量等：巷道施工采用YT-28型气腿式风动凿岩机（简称风钻）打眼，工作面凿岩机配备3台，2台运用，一台备用，30型耙矸机，MFB-200型发爆器、锚杆机、木点柱、金属网、25千瓦绞车等。二、工艺流程掘进碛头安全检查画出轮廓线打眼吹眼装药联线放炮排炮烟临时支护出煤矸永久支护。三49、循环作业方式：采用“三八”制正规作业方式，两把YT28型凿岩机打眼。四、耙装矸石时，采取先耙碛头中部，再耙碛头两帮。运输方式：碛头耙矸机出矸2194运输石门人力推车-21采区轨道上山21采区轨道上山下部车场+783主平硐序号机具名称型号数量动力配套方式备注1风锤765532耙矸机P-3013矿车MG1.1-6204发爆器MFB-20016锚杆机MQT-13027绞车JD-251第三节 爆破作业一、爆破条件：1、巷道采用异形断面，巷道掘进断面：为7.25。2、工作面通风方式采用型号为YBT-11局部通风机；该巷布置于C24煤层内，根据前段掘进巷道瓦斯涌出浓度。确定掘进瓦斯浓度为0.02%。3、50、掏槽方式：工作面利用煤层作为掏槽层，采用直眼掏槽，一字炮眼布置，共5个掏槽眼。4、周边眼距离设计轮廓线20cm。5、掘进炮眼深度为1.6米，循环进度1.4米，炮眼利用率为87.5%。6、爆破采用二级煤矿乳化炸药，采用15段毫秒延期电雷管；每次完成一个正规循环作业时消耗炸药量为18Kg，雷管消耗量为30发。二、爆破说明书：每循环炮眼30个，装药量18，其中：掏槽眼眼深1.6m，眼数5个，每眼装药量0.6；辅助眼12个，眼深1.5m，每眼装药0.6kg，周边眼6个，眼深1.51m，每眼装药0.6kg；底眼6个，眼深1.51米，每眼装药0.6kg，水沟眼一个。掏槽眼、辅助眼、周边眼均采用正向连续装药51、，爆破材料采用二级煤矿许用乳化炸药、15段毫秒电雷管，启爆药卷装在第一节药卷顶部位置，雷管与所有药卷的聚能穴一致朝向眼底。连线方式为串联，采用FD200(A)多功能发爆器全断面一次连线分次启爆。当煤层厚度、硬度发生变化时，可根据现场变化情况调整装药量和眼孔个数及布置。三、工作面采用分次装药，分次爆破方式，全断面分为3次爆破。首先起爆掏槽眼，其余辅助、周边、底眼（含水沟眼）分次爆破，采用大串联的爆破方式。二、放炮警戒：放炮安全直线距离不小于100m，转弯巷道不小于70米，放炮站岗警戒为：1、距巷道开口点不足100m时，其放炮站岗警戒为：一是在21采区轨道上山+860m甩车场，二是21采区回风上山52、+860m联络巷，三是2194运输巷开口点向内100m处。2、巷道开口点超过100m时，其放炮站岗警戒点在运煤上山巷道内距碛头100m以外的躲身硐内。放炮前，工长必须亲自通知站岗人员将警戒区域内的所有人员必须全部撤至警戒区以外的安全地点躲避后，方能按放炮规定放炮，放完炮后由工长通知撤岗。见站岗警戒点平面示意图。第四节 装载与运输一、确定装载与运输方式：xx一区段运输石门采用耙矸机出矸，装至矿车，经21轨道上山+860m运输石门、21采区轨道上山运至21采区下部车场，最后运输队运至地面。二、装载、运输机械及其配套设备的名称、型号、安装位置、固定方式，安全设施的安设方式、运输距离等。序号设备名称型53、号数量安装位置固定方式安全设施的安设方式运输距离备注1耙矸机P-301距碛头不小于15m卡轨器支撑杆稳固桩安设挡棍、或挡绳，向上施工耙矸机后面10m设置挡车栏不大于40m2矿车MG1.1-6203绞车JD-251运输上山起坡点绞车硐内压柱、戗柱、地锚桩斜坡岔心位置上15m安设挡车栏245m4导向轮1碛头地锚桩地锚桩插入深度1.2m40m三、煤、矸、材料、设备等的运输方式。1、材料、设备运输路线21运输上山材料、设备运输路线： 地面-+783主平硐-S21轨道上山 -21采区+860m甩车场-2194运输平巷-碛头。 2、煤矸运输路线碛头-2194运输平巷-21采区+860m甩车场-21轨道上山54、-21采区下部车场-+783主平硐-地面。四、人员进、出工作面与物料运输安全隔离方式及要求：平巷人员进出，站在巷道人行道侧与物料保持1000mm的安全距离，21采区轨道下山及运煤上山提升时，严格执行“行车不行人，行人不车”的原则，一甩及运煤上山落平点附近20内严禁有任何人员作业，并在一甩、运煤上山下落平点附近设置好醒目的“行车不行人，行人不行车”的警示牌，以提醒人们。在提升过程中信号工自发出信号后必须进入躲身硐内或安全进行躲避后方能提升。五、上山施工过程中，每20m设置一个小地滚，以保证提升安全。六、耙矸机固定、防滑、防出槽、机身照明方式，耙矸机与掘进工作面的最大和最小的允许距离等：耙矸机采用55、卡轨器、支撑杆、地锚桩固定，并在耙矸机上设置挡棍或挡绳，防止耙斗、矸石出槽伤人，作业时采用矿灯照明，耙矸机与掘进工作面的最大和最小的允许距离为4015m。七、 装载、运输机械的安装固定方式 巷道内安设的绞车、耙斗式装载机各班使用前必须仔细检查其完好及稳固情况。绞车安装时必须打齐打紧绞车压杠、稳绳、稳桩、压柱和戗柱。使用绞车前必须对绞车的各部件进行全面检查。耙斗式装载机要加强对设备各部件检查，对发现损坏情况要及时打出地面进行检修。第五章 生产系统第一节 通 风一、选择通风方式、通风设备、设施：1、巷道施工采用局部通风机压入式通风。2、高瓦斯区域采用双风机双电源，并实行风电、瓦斯闭锁。3、局部通风56、机安设在21采区轨道上山+860m甩车场内。4、防尘设施安设两组:一组距工作面50m范围内，一组距全风压汇合处30m范围内，监测设施：安设两个甲烷传感器，工作面甲烷传感器距工作面不超过5m，回风巷甲烷传感器距全风压汇合处10m至15m范围内，见通风系统图。 5、风筒敷设方式：软质风筒吊挂式，碛头段采用铁风筒。6、供风距离：400m二、“三专两闭锁设施”、“双风机、双电源”，情况介绍 “三专两闭锁”：三专指掘进工作面局部通风机采用专用变压器，专用开关，专用缆线；两闭锁是工作面的风电闭锁和瓦斯电闭锁。“双风机、双电源”自动切换是指当掘进工作面采用两台局部通风机，一台运行，一台备用，运行局部通风机实57、行三专电源，备用局部风机采用动力电源，掘进工作面运行局部通风机停电停风后备用局部通风机能自动开启向掘进工作面供风，此时掘进工作面的动力电源不能供电。三、设施具体要求： 1、风筒距碛头距离不得超过4m，风筒沿巷道进入工作面方向左帮铺设，距轨面1.6m，不得影响行人、运输，风筒吊挂平直，逢环必挂。2、防尘管路沿巷道进入工作面左帮，距轨面0.2m靠右帮铺设，防尘主水管每50m安设一个三通。3、根据煤矿安全规程第170条规定，甲烷传感器安置在巷道中上方，距巷道顶不大于300mm，距帮不小于200mm，现场碛头传感器的移动由安瓦员负责。4、由于瓦斯超限切断工作面电源，必须在工作面瓦斯浓度降到1%以下时，58、方可人工恢复工作面电源，严禁作业人员随意调高断电仪的断电浓度和关闭风电、瓦斯电闭锁。四、掘进工作面风量计算。（一）按瓦斯和二氧化碳涌出量计算：1、按瓦斯涌出量计算： Q掘=100QCH4K =1000.42=80 m3/min式中: QCH4掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取QCH4=0.4m3/min；K瓦斯涌出不均衡系数，取22、按瓦斯二氧化碳涌出量计算：Q掘 =100QCO2k=1000.152=30 m3/min式中QCO2掘进工作面二氧化碳涌出量，取0.15m3/min；K二氧化碳涌出不均衡系数，取2（二）按炸药使用量计算： 25A256=150 m3/min式中 A：一次放炮的最大炸药消59、耗量 6Kg（三）按工作人员数量计算：掘4n=49=36m3/min 式中：n人数（四）根据以上计算，确定巷道掘进工作面设计风量为：掘=150m3/min。（五）按最低风速和最高风速验算掘进工作面最低风量1）按最低风速验算掘进工作面的最低风量：最低SV=600.157.25=65.25m3/min ，式中V低-煤矿安全规程规定允许最低风速，0.15m/s ，S-掘进工作面回风流最大断面2）按最高风速验算掘进工作面的最大风量：最高SV=604.06.44=1545.6m3/min ，式中V高-煤矿安全规程规定允许最高风速，4m/s，S-掘进工作面回风流最小断面最低Q出最高， 故符合要求。3）按掘60、进工作面温度和炸药量验算。掘进工作面温度和炸药量对应风量表炸药量（kg）55-2020温度（）1616-2223-261616-2223-261616-2223-26对应风量（m3/min）4050605060806080100由于xx一区段运输石门需炸药量为18kg，预计本掘进工作面温度为24，根据上表对应风量取值应为80m3/min，150m3/min80m3/min，符合要求。4）、按有害气体的浓度验算。回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过 1%；其他有害气体浓度应符合煤矿安全规程中的有关规定。100QCH4/Q掘0.25 m/s最高风速V=Q/60/ Smin =350608.67=0.61、67m/s75，锚杆外露长度10mm-40mm 。五、质量达标的技术保证措施：1、严格按给定的中腰线施工。2、严格按设计的断面尺寸掘进，严格爆破装药量，特别要控制好周边眼的质量和装药量，杜绝超挖，提高巷道质量3、严格按规定的间排距进行锚网支护，锚杆螺母必须拧紧，塑钢网、钢筋梯必须绷紧，紧贴岩面。4、各班跟班队长要严格按质量标准化标准对当班的过程质量进行检查和奖惩。六、班前会与班后制度1、入井前由值班队干认真组织班前会,明确布置当班的安全生产任务和分工，班后会由工长对当班的安全、质量、生产任务完成情况进行总结，并向地面值班队干和调度室汇报。七、现场交接班制度：1、严格执行手上交接班制度，必须交清62、现场顶帮变化情况、工程质量和生产任务完成情况、电气及机械设备完好情况和存在的不安全隐患。八、上山耙矸机使用的安全技术措施：1、上山耙矸机距碛头不小于15m，最大不超过40m。2、耙矸机司机必须经过培训，并持证上岗。耙矸机电缆必须悬挂成一条直线。3、耙装岩（煤）前，司机每班必须对机械及电器进行全面检查，发现故障及时排除。4、每班开机前，耙矸机司机必须认真检查耙砂机各部件完好情况、润滑情况、钢绳断丝情况、导向轮稳固情况，不符开车条件时，不得开车。5、耙矸机工作时，耙斗运行范围内、耙矸机正下方、两侧不得有人，避免在耙矸过程中飞绳、断绳、跑石伤人。6、大块矸石必须先破碎，再耙装，不得强行耙装。7、耙矸63、机耙装过程中，若遇耙斗受阻时，不可强行牵引耙斗，应将耙斗退回再耙。司机操作时，严禁同时将两个操纵手把拉紧，以防耙斗飞起。 8、耙矸机操作过程中发生故障以及更换钢丝绳时，必须停车，切断电源，把手开关打到0位，闭锁开关悬挂警示牌，并严格执行随挂牌，随摘牌进行处理 9、耙斗机工作完毕后应将操纵手把放到松闸位置，切断电源，卸下操纵手把 10、装药时应停止机械运转，放炮前应将耙斗拉到溜槽上，切断电源，将耙斗机的电缆、按钮等设备掩盖遮挡好，防止放炮损坏。 11、耙矸过程中必须保护好风筒，且风筒出口距碛头不大于5m。 12、耙矸机必须上好自身的四个卡轨器把机身固定牢固，并严格按要求使用好支撑杆，除将卡轨器卡64、紧外, 还必须在耙矸机进料口上方，巷道两帮底板上各打两个不小于1m深的眼子，与底板的夹角不小于60度。插入40mm带封闭圆环的圆钢，用15.5mm的钢丝绳兜住耙矸机的前端，再在耙矸机中部上方，巷道两帮底板上各打两个不小于1m深的眼子，与底板的夹角不小于60度，插入40mm带封闭圆环的圆钢，用15.5mm的钢丝绳兜住耙矸机的尾部，其钢丝绳均用适配的绳卡卡死卡牢，钢丝绳必须拉紧受力。13、耙矸机两侧必须插上铁挡棍或挡绳各3根，并设置护栏，以防矸石翻出或断绳伤人,且耙矸过程中,耙斗在卸料槽必须慢慢耙入矿车，碛头禁止有人停留或工作。 14、移动耙矸机前，必须先在碛头硬底板上打上三根呈三角形布置的稳固桩65、，其桩深为1.2m，与底板向上呈60夹角，然后将地滑轮套在稳固桩上，每根桩直径为38mm的圆钢。同时在耙矸机后下方的巷道两帮各打两个眼深为1.2m的眼子（并距底板0.8m，1.2m高），插上直径为38mm的无腿棚叉子，放好两根适长的11#工字钢梁，以防止移耙矸机时耙砂机下滑。15、下山移动耙矸机时，严禁用耙矸机自身绞车牵引，必须只能用绞车牵引耙矸机。且只有在防滑的工字钢梁放好及移耙矸机的绞车启动钢绳拉直后，方可松开耙矸机的稳固装置开始移动耙矸机。16、移动耙矸机时，耙矸机移动范围内和下方巷道内禁止有人停留或工作。移动耙矸机过程中必须有队干跟班专人指挥，并有统一信号进行联系。17、运煤上山向下施66、工50m时，耙矸司机出矸必须是在矿车下放到位停稳后，才能进入作业点操作，提放车时所有人员进入躲身硐内。耙矸机后方10m设置挡车栏，未提升时处于常闭状态，提升时再打开，挡车栏随耙矸机前移而随之前移。18、其它条款按四川达竹煤电集团岗位技术操作规程执行。九、轨道铺设要求：1、轨道铺设质量按达竹(煤电)集团公司掘进岗位技术操作规程第八章执行。2、施工碛头采用15kg/m轨道，轨距600mm，轨枕0.8m一根，必须将轨枕枕心全部露出。3、轨道铺设质量:轨距误差不大于10mm，不小于5mm，轨道接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于3mm，轨道接头不能对接，必须错开0.2m。4、施工队铺设轨道时，67、必须严格按中线铺设，保证轨道成一条线，并严格按作业规程敷设轨道。十、文明生产要求：1、该巷道碴面必须平于或低于水泥轨枕枕心平面20mm，水沟面低于巷道底板面。施工队作水沟时，必须严格按中线拉线施工，保证水沟成一条线，收尽水沟淤泥、浮矸，并符合作业规程规定，梯踏步要求成施工一条线，高低、长宽一致。2、巷道内所有的材料：锚杆、风水管、轨道必须两端对齐进行存放，道夹板、螺丝、托盘、电缆钩（或堆码整齐）、药卷用铁箱子进行存放。3、所有巷道内的风水管、缆线钩的设置高度必须按作业规程要求设置一致（高度、间距一致）电缆及管线必须保证吊挂平直，保证电缆及管线成一条线，且所有缆线、风水管上架。4、碛头所有材料必68、须有材料牌，内容齐全，材料堆码规范、整齐（两头对齐）。并且施工过程中材料堆码严格按矿制定的定子管理办法执行。第八章 灾害应急措施及避灾路线第一节 避灾措施第一节 灾害应急措施一、事故发生后通报程序发生事故应立即汇报，顺序为：知情人调度室救护队机运调度站值班领导安监部门总工程师公司其它领导医院事故单位公司相关科室集团公司调度室。二、预防灾害事故措施发生各类重大事故时，发现人员必须采用最快速度，最有效的方法，向调度室汇报事故地点、性质及遇难人员状况，并通知和引导灾区人员和受威胁区域人员迅速从灾区、威胁区安全撤出。调度室接到事故通知后，立即向值班领导和集团公司调度室汇报，向救灾总指挥、副总指挥报告，69、并通知救护、急救医生、司机救灾部应迅速到公司调度室集合。事故队单位和有关单位及矿灯房要相互配合，准确统计出人员和井下遇难、被困人员情况，医院及时做好急救工作，救护队立即做好战斗准备，及时投入抢险救灾工作。救灾人员应根据事故性质及地点，选择捷径以最快速度到达事故发生地点进行抢救和搜寻遇险、遇难人员。井下救灾基地应设在灾害地点附近支护良好的进风巷道中。救灾方法和原则：应根据灾害性质和地点确定，一般应采取切断灾区电源、直接救灾、封闭事故区域等方法进行。发生瓦斯爆炸或突出事故时，所有人员必须在本班班长或有经验的老工人组织带领下，沿避灾路线撤到安全地点直至地面。当发生火灾、水灾、大面积冒顶事故时，凡受到70、灾害威胁的所有区域人员必须在本班班长带领下撤出危险区域。灾害事故发生后，灾区人员必须立即佩戴自救器按避灾路线撤离危险区域，人员无法从灾区撤离时，应利用压风自救器或隔离式自救器进行避灾或就近利用局部通风机、风筒、皮带、木材等构筑临时避难所和利用硐室或独头巷道作为临时避灾硐室进行避灾。指挥救灾时，首先采取有效措施抢救遇险人员，并采取措施防止事故进一步扩大。1、停送电措施发生灾害事故时，由救灾总指挥下令，调度室通知中央变电所停止向事故区送电。恢复送电时，必须检查送电地区有害气体浓度，确认不超限，向救灾指挥部汇报后，指挥部按照先通风后送电的原则，下令向指定地点按规定逐级送电。2、火灾事故的处理措施在井71、下无论任何人发现烟气或明火等火灾情况，应立即向现场领导汇报，并迅速通知附近的工作人员。现场人员要立即组织起来，在尽可能判明事故性质、地点及灾害程度、蔓延方向等情况的同时，迅速向调度室报告，请求救援，并立即投入抢救。抢救时，应及时切断火区内的电源，并迅速设法通知或协助撤出受火灾影响区域内的人员撤离灾区。如果火灾范围大或火势猛，则应在撤出灾区人员，保证自身安全的前提下，采取稳定风流、控制火势发展，防止人员中毒和预防瓦斯或煤尘爆炸的措施，并随时保持和地面指挥部的联系，根据指挥部命令行事，如果现场人员无力抢救，同时人身安全受到威胁或是其它地点发生火灾，接到命令时，就要立即进行自救和组织避灾。井下发生电72、气火灾时，立即切断电源，不失时机地迅速灭火，用干粉灭火器或干燥的灭火沙灭火，严禁用水或有导电性能的灭火器材。在扑灭火灾时，将受威胁区的人员撤离，控制风流，指定专人检查沼气、一氧化碳、煤尘等，防止人员中毒、触电、火灾扩大或瓦斯、煤尘爆炸。火灾事故中安全撤退灾区人员的一般原则：火灾如果不能直接扑灭或控制灾情时，首先要尽快了解或判明事故性质、地点、范围和事故区域的巷道情况、通风系统、风流及火灾烟气蔓延速度、方向及自己所处巷道位置等关系，并根据现场实际情况，确定撤退路线和避灾自救的方法。撤退时，任何人无论在任何情况下都不要惊慌，不能狂奔乱跑，应在现场负责人及有经验的老工人带领下有组织地撤退。位于火源进73、风侧的人员，迎着新鲜风流撤退。位于火源回风侧的人员或在撤退途中遇到烟气中毒危险时，就迅速戴好自救器尽快通过捷径绕到新鲜风流巷道中去，或在烟气没有到达之前，顺着风流尽快从回风出口撤到安全地点；如果距火源很近，而且越过火源没有危险时，也可迅速穿过火区撤到火源的进风侧。如果在自救器有效作用时间内，不能安全撤出时，就在有储存备用自救器的硐室换用自救器后再行撤退，或寻找压风管路系统有压风自救袋的地点，以压缩空气供呼吸之用。撤退行动既要迅速果断，又要快而不乱。撤退中应沿巷道有联通出口的一侧行进，避免错过脱离危险区的机会，同时随时注意观察巷道和风流变化情况，谨防火风压可能造成的风流逆转。无论是逆风或顺风撤退74、。都无法躲避火灾烟气可能造成的危害时，则应迅速进入避难硐室。无避难硐室时，就在烟气袭击之前，选择合适的地点，就地用现场条件，快速构筑临时避难硐室，进行避灾自救。3、发生瓦斯、煤尘爆炸事故的处理措施发生事故后，灾区人员就立即佩戴好自救器迅速撤到新鲜风流中，并进行自救和互救。受威胁区域人员接到通知后应及时组织撤离。掘进工作面发生爆炸，井巷遭到严重破坏，退路受阻时，要迅速佩戴好自救器，尽快想办法疏通巷道，撤出到新鲜风流中去。当巷道难以疏通时，要利用压风自救袋和一切可能利用的条件在支架良好处建立临时避难硐室待救。险区外人员发现爆炸事故后，及时利用电话及其它方法向调度室汇报发生事故时间，遇险人员及其它灾75、情，并迅速戴好自救器对新鲜风流较近的灾区人员进行抢救，阻止未戴自救器的人员进入灾区，防止事故扩大。调度室接到通知后，迅速组织按工作面避灾路线图规定的路线撤出灾区和受威胁区域的人员，抢救遇难人员，组织矿山救护队探明事故地点、范围和气体成份，发现火源立即扑灭，并切断灾区电源，防止二次爆炸。在证实无二次爆炸的可能时，迅速修复被破坏的巷道和通风设施，恢复正常通风，排除烟雾，清理巷道。当发现瓦斯、煤尘爆炸事故，无其它巷道躲避或来不及撤退时，避灾人员应迅速背着冲击波的来向，待爆炸过后，要迅速迎着风流撤到安全地点。抢救爆炸事故遇难人员，必须在救灾指挥部的统一领导下，以救护队为主进行抢救。 4、水灾事故的处理76、措施透水事故发生后，在事故地点附近的人员应认真分析判断灾情，立即向调度室汇报，及时向可能危及区域的人员发出警报通知，在加强支护、保证自身安全的前提下，积极组织抢救工作。透水事故初期，跟班队长、班长和老工人根据水灾事故的具体情况和现有条件组织人力物力，采取措施进行抢救工作。突水点周围岩石坚硬、涌水量不大，可组织力量，就地取材，加固工作面，尽快堵住出水口。突水水源情况不明、涌水凶猛，顶帮松散的情况下，立即由现场最高职位人员组织所有人员按工作面避灾路线图规定的路线撤离出危险区至上水平或地面，对受到伤害的人员，就迅速抢救搬运到安全地点，立即进行急救处理。在突水迅猛、水流急速的情况下，现场人员就立即避开77、出水口和泄水流，躲避到硐室内、拐弯巷道或其它安全地点。如情况紧急来不及转移躲避时，可抓紧棚梁、棚腿或者其它固定物体，防止涌水打倒和冲走。如果老窑水涌出，有毒有害气体浓度增高时，现场人员就立即佩戴隔离式自救器以避免窒息事故发生。井下发生水灾事故后，决不允许任何人员在不佩戴防护器具的情况下冒险进入灾区，避免事故扩大。撤退中，因冒顶或积水巷道堵塞，可寻找其它安全通道撤出，在唯一的出口封堵无法撤离时，应组织好灾区避灾，等待救护人员的营救。5、发生冒顶事故的处理措施工作面工作地点当发现有即将发生冒顶的征兆时，遇险人员迅速撤退到安全地点。发生冒顶来不及撤退到安全地点时，现场人员要紧靠煤帮贴身站立或到木垛处78、避灾。遇险人员应间断的呼叫、敲打，发出求救信号以便撤退的人员了解灾情，组织力量进行抢救。在保证安全的前提下，遇险人员要服从班组长或老工人的指挥，积极开展自救和互救。被煤矸、物料埋压的人员，不要惊慌失措，在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的脱险，以免造成伤害扩大。未受伤和受轻伤的人员，要采取切实可行的措施设法营救掩埋人员，对营救出的伤员应立即在现场进行止血、包扎等急救处理。被堵人员要积极配合外部的营救工作，在遇险地点利用各种条件有组织地开展自救，构筑脱险通道，为提高脱险创造条件。冒顶事故后，灾区人员要及时探明冒顶区范围和被埋压、堵截人员和位置向调度室报告，通知救护队前往救护。冒顶事故时，先由外向里加79、固周围的支架，防止二次冒顶，及时清除进出口地段堵塞物。必要时，开掘通向遇难人员的专用巷道。冒顶区的正常通风。冒顶区不通风时，应尽快安设局部通风机、风帐，以保证冒顶区有足够风量，并派专人检查该处有害气体浓度。冒顶堵人处风量不足时，则利用管子、钻孔向事故处送风。大块岩石威胁遇险人员时，可使用千斤顶等工具移动岩石，但应避免破坏冒落岩石的堆积状态。第二节 避灾线路一避灾线路1、本碛头工作人员必须熟悉本规程和避灾路线及措施，且必须熟悉使用自救器，并按规定携带和管理自救器。 2、当工作面或相邻区域发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时，所有人员必须配戴好自救器并按下列路线撤出（避灾路线图）： 工作面21采区+860m80、甩车场21采区轨道上山21采区下部车场+783主平硐地面。3、当工作面或相邻区域发生水灾时所有人员应遵循“水往低处流，人往高处走”的原则撤退。不能及时撤退时，则选择在就近的上山、坡口等能通风、地势高的地点等待救援。避灾路线如下： 工作面21采区+860m甩车场21采区轨道上山+930m运输大巷11采区轨道上山+1060m总回风巷风井地面。5、发生缺氧窒息等中毒事故时，必须及时将受害人员移至新鲜风流中作人工呼吸，并同时与调度室取得联系，以及时将伤员送出地面挽救。作业规程学习和考试记录负责人： 传达人： 贯彻时间： 班次：姓名工种成绩签字姓名工种成绩签字姓名工种成绩签字班次应到人数实到人数缺席人数缺席人员姓名早班中班夜班作业规程补充学习和考试记录负责人： 传达人： 贯彻时间： 班次：姓名工种成绩签字姓名工种成绩签字姓名工种成绩签字作业规程复审记录复审时间： 复审地点：复审主持人：参加复审人员签字：矿总工程师签字：复审内容记录：