作業規程編製指南及範例

第一篇 掘進工作麵作業 01manbetx 第一部分 編製概要 第二部分 01manbetx 編製 第三部分 掘進工作麵作業 01manbetx 樣本 第一部分 編製概要 第一條 每一個工作麵，在開工前，按照程序、時間和要求，編製作業 01manbetx ；不得沿用、套用作業規程進行施工。 第二條　規程編寫人員在編寫前應做到以下幾點。 （一）明確施工任務和 計劃采用的主要工藝。 (二)熟悉現場情況，進行相關的 03manbetx 研究。 (三)熟悉有關部門提供的技術資料。 第三條 作業規程一般應具備下列 圖紙。 (一)巷道布置平麵圖、剖麵圖。 （二）地層綜合柱狀圖。 (三)地質平麵圖、剖麵圖。 　(四)巷道開口大樣圖。 　(五)巷道支護斷麵圖。 　 (六)臨時支護平麵圖、剖麵圖。 　(七)掘進機截割順序圖。 (八)設備布置示意圖，供電係統示意圖。 　(九)炮眼布置正視圖、側視圖、俯視圖，裝藥結構示意圖等。 　(十)通風係統示意圖。 　(十一)運輸係統、排水係統、防塵係統示意圖。 　(十二)抽放瓦斯係統、 安全監測儀器儀表布置示意圖。 　(十三)避災路線示意圖。 第四條 巷道布置應因地製宜，以 安全、經濟為原則。 第五條 掘進作業規程按章節附圖表，並按順序編號。 第六條 《 煤礦 安全規程》、《 煤礦技術 01manbetx 》、上級文件中已有明確規定的，且又屬於在作業規程中必須執行的條文，隻需在作業規程中寫上該條文的條、款號，在學習作業規程時一並貫徹其條文內容；未明確規定的，而在作業規程中需要規定的內容，必須在作業規程或施工 措施中明確規定。 第七條 專項 安全技術 措施編製要求。 （一）專項 安全技術 措施，由訊息工期單位的工程技術人員根據施工現場生產條件發生變化的實際情況進行編寫。 (二)編寫的專項 安全技術 措施要有預見性、針對性、可行性。編製前，編寫人員必須先到現場勘察工作麵的實際情況，掌握現場施工條件；要使 安全技術專項措施符合工程 設計文件的規定。 (三)出現下列情況之一者，應編寫專項安全 技術措施。 1．施工過程中突然遇到地質構造，過較大的斷層、褶曲構造、老空，瓦斯異常、透水等； 2．遇衝擊地壓、煤與瓦斯突出、冒頂區，應力集中區； 3．施工過程中遇鬆軟的煤、岩層或流沙性地層； 4．在火區附近、注漿采區下分層威脅施工安全； 5．施工現場地質條件、施工方法、支護方式發生變化，與作業規程不符； 6．作業規程有關規定不具體或未包括的內容； 7．其他可能受到危害或威脅的施工現場。 (四)安全技術專項措施編製的內容： 1．施工方法、工藝、工序安排等； 2．支護方式和支護材料； 3．生產係統與原規程不同的，在措施中說明； 4．工程的規格尺寸等，要有附圖； 5．其他與措施有關的內容。 第八條 巷道貫通專項安全 技術措施。 (一)必須符合《 煤礦安全規程》第一百零八條的規定。 (二)工序安排，在掘進巷道貫通前，綜合機械化掘進巷道在相距50m前、其他巷道在相距20 m前，隻準從一個掘進工作麵向前貫通，另一個工作麵必須停止作業等。 (三)工作麵加強頂板支護的支護方式。 (四)貫通前長探短掘，明確探眼的位置、角度、數量，附三視圖。 (五)製定爆破 製度，設定警戒位置，對有關設施采取保護措施。 (六)水、火瓦斯及有害氣體的檢查和處理辦法。 (七)貫通前通風，貫通後調風的方法，附貫通前後通風示意圖。 (八)有水患的巷道貫通，製定探水、放水、排水的辦法。 第九條 預防瓦斯突出專項安全 技術措施。 (一)煤與瓦斯突出的預兆。 (二)防突措施的選定。 (三)注水措施技術參數。 (四)預測指標和臨界值的選定。 (五)預測方法。 (六)操作要求。 (七)安全防護措施及防止災害擴大的措施。 第十條 出現下列情況之一時必須重新編寫作業規程。 (一)地質條件和圍岩有較大變化。 (二)改變了原巷道規格和支護形式。 (三)改變了原施工工藝和主要工序安排。 (四)原作業規程與現場情況不符，失去可操作性。 第二部分 規程編製 第一章 概 況 第一節 概 述 第十一條 巷道名稱、位置與煤(岩)層、相鄰巷道的關係，巷道的用途、 設計長度、工程量、坡度、服務年限、開(竣)工時間等。 第十二條 施工中的特殊技術要求、需要重點說明的問題。 第十三條 按比例繪製巷道布置平麵圖。 第二節 編 寫 依 據 第十四條 經過審批的 設計及其批準時間等。 第十五條 地質部門提供的地質說明書，提交批準時間和編製內容必須符合《礦井地質規程)規定。 第十六條 說明有關礦壓觀測資料。 第十七條 其他技術規定。 第二章 地麵相對位置及地質情況 第一節 地麵相對位置及鄰近采區開采情況 第十八條 巷道相應的地麵位置、標高，區域內的水體和建、構築物對工程的影響等。 第十九條 巷道與相鄰煤(岩)層、鄰近巷道的層間關係，附近已有的采掘情況對工程的影響。 第二十條 03manbetx 老空區的水、火、瓦斯等對工程的影響。 第二節 煤(岩)層賦存特征 第二十一條 敘述煤(岩)層產狀、厚度、結構、堅固性係數(／)，預計巷道揭露的各煤層間距，頂、底板岩性及特征 03manbetx 。 第二十二條 預測巷道瓦斯湧出量、瓦斯突出傾向、煤層自然發火傾向、煤塵爆炸指數、地溫等。 第二十三條 其他煤(岩)層技術特征 03manbetx 。 第二十四條 按比例繪製地層綜合柱狀圖。 第二十五條 常用的圍岩分類參考表見附件1。錨噴圍岩分級見附件2。 第三節 地 質 構 造 第二十六條 描述巷道煤(岩)層產狀要素(走向、傾向、傾角)，斷層，褶曲，裂隙，火成岩侵入的岩牆、岩床，陷落柱，導水性及其控製程度等參數。 第二十七條 受衝擊地壓威脅的煤(岩)層或應力集中區掘進，對施工的影響，應有技術分析。 第二十八條 在突出煤層頂底板掘進岩巷時，必須使用經定期驗證的地質資料。 第二十九條 按比例繪製地質平麵圖、剖麵圖。按比例繪製瓦斯地質圖。 第三十條 普氏岩石分類。 第四節 水 文 地 質 第三十一條 分析巷道區域的主要水源，有影響的含水層厚度、湧水形式、湧水量、補給關係、影響程度等。 第三十二條 分析巷道區域的 圖紙資料，分析相鄰老巷、老空積水、鑽孔終孔位置、封孔質量、構造導水等對施工安全的影響程度。 第三十三條 分析第四紀砂礫層水、承壓水等的水量、水壓及其與工程的距離和關係，進行隔水層安全厚度計算。 第三十四條 積水區域附近掘進巷道，應在掘進工程平麵圖上標出其“三線”(積水線、探水線和警戒線)。 第三十五條 隔水層安全厚度計算；導水斷裂帶發育高度計算。 第三章巷道布置及支護說明 第一節 巷　道 布 置 第三十六條 描述巷道布置：層位、水平標高、斷麵、工程量、坡度、中腰線、開口的位置、方位角等。 第三十七條 巷道淨斷麵的 設計，必須按支護最大允許變形後的斷麵計算。 第三十八條 突出礦井巷道布置原則：充分利用保護層，避開地質破碎帶，避開應力集中區，掌握施工動態和圍岩變化情況等。 第三十九條 巷道開口施工：開口方法和步驟，開口前的準備工作，開口附近的支護加固，一次成巷、支護方式等。 第四十條 巷道施工順序：巷道為分段定向施工時，逐段說明巷道中線方向、坡度、各段長度、與煤層的相對位置等。 第四十一條 特殊地點的施工：如車場、硐室、溜煤眼、交叉點、絞車房等，該巷道與其頂部或底部老巷道的岩層厚度，要將其空間位置、坡度和特殊要求描述清楚。特殊工程應按設計要求繪製大樣圖，標出開口的位置、轉變點、起坡點，平、豎曲線等計算數據。 第四十二條 按比例繪製巷道剖麵圖，按比例繪製開口大樣圖。 第四十三條 巷道斷麵形狀及其適用條件。 第二節 礦 壓 觀 測 第四十四條 觀測對象：礦壓顯現明顯、跨度大的巷道，鬆軟的煤、岩層或流沙性岩層中的巷道，破碎帶的巷道，“三軟”(頂板軟、煤層軟、底板軟)及煤(岩)與瓦斯突出煤層的巷道，不支護巷道，各類支護巷道等。 第四十五條 觀測內容：頂底板活動規律分析；不支護巷道表麵位移量觀測，支護巷道頂板離層量、底板及兩幫變形相對移近量監測，支護質量動態監測，錨杆錨索錨固力檢測等。 第四十六條 觀測方法：主要包括礦壓觀測儀器、儀表的選型、安設位置，礦壓觀測方式、觀測時段等。根據掘進巷道頂板壓力顯現狀況，安設頂板離層儀、錨杆壓力指示儀等，對錨杆受力及圍岩位移進行適時觀測。 第四十七條　數據處理：監測數據與支護設計不符時，應重新計算，改進設計。 第三節 支 護 設　計 第四十八條 根據巷道圍岩性質，礦壓觀測資料，施工現場實際情況，選擇科學的支護設計，確定巷道支護形式，選擇支護參數等。 第四十九條 巷道支護設計，可采用以下辦法。 (一)解析法：根據巷道圍岩的物理學性質、堅固程度、地壓作用方向及大小，巷道的不同用途、條件，合理選擇支護方式與參數。 (二)工程類比法：參照煤炭係統 總結的經驗，根據本 煤礦或鄰礦同煤(岩)層礦壓觀測資料、支護方式與參數和經驗公式進行設計。 (三)圍岩鬆動圈分類法：根據巷道圍岩鬆動圈分類及錨噴支護建議進行支護設計。 第五十條 巷道臨時支護的方式：明確臨時支護的方式，確定工作麵與臨時支護、與永久支護間的最小和最大距離。 第五十一條 堅硬穩定的煤、岩層中巷道不設支護的條件和要求： (一)巷道開鑿後，岩體不發生明顯的變形和位移。 (二)巷道在整體均勻的岩層中，無衝擊地壓危險。 (三)煤和半煤岩巷道中，煤層無自然發火危險。 (四)岩體位移測定自然穩定，或有相鄰礦井同類地質條件不設支護的巷道為依據。 (五)製定不設支護的 安全措施。 第五十二條 複合頂板、軟岩巷道或特殊地點需錨索時，可根據現場實際確定錨索長度及布置方式。 第五十三條 位於軟岩中的巷道和受動壓影響的巷道，采用柔性或可縮性支護形式，有底鼓的應明確防治辦法。 第五十四條 按比例繪製巷道支護平麵圖、斷麵圖。按比例繪製臨時支護平麵圖、剖麵圖。 第五十五條 巷道支護分類。主要支護型。支護設計。錨噴支護參數。坑木和鋼材對照。 第四節 支 護 工 藝 第五十六條 各類支護工藝及要求。 (一)錨杆及聯合支護。 1．錨杆(錨網、錨索)的材質、規格、間排距、安裝(包括藥卷的種類、數量及使用要求)、錨固力等要求； 2．錨杆的孔位、孔深和孔徑應與錨杆類型、長度、直徑相匹配等要求； 3．錨網的鋪設與錨杆或其他錨固裝置連接牢固等要求； 4．軟岩使用錨杆支護時，必須全長錨固等要求； 5．噴射材料(水泥標號，速凝劑型號，砂子、石子的顆粒等)，根據混凝土強度要求，計算出配比，混合料的攪拌、速凝劑用量、噴射工藝等； 6．噴射混凝土的風壓、水壓、溫度等； 7．對粉塵濃度及噴射混凝土回彈率的規定等； 8．巷道湧水的處理方式； 9．備用材料、數量、規格及存放地點； 10．明確支護質量與要求。 (二)支架支護。 1．鋼混支架：鋼件和鋼筋餛凝土加工件的品種、製作形狀、規格尺寸、強度、配件、背板、充填材料的規格、質量等要求； 2．金屬支架：支架必須構件齊全，撐(拉)杆、墊板、背板的規格，支架的頂部、兩幫背緊、背牢、充滿填實，安設方式等要分別要求，可縮性支架可縮量應與圍岩的變形量相適應； 3．備用支架的數量、規格、存放地點； 4．明確支護質量與要求。 (三)砌镟支護。 1．預製混凝土塊、料石等規格，砌體厚度、基礎槽深度、砂漿配比、強度設計、砌體壁後充填質量、砌體灰縫質量等； 2．镟胎的架設應與巷道中線垂直，結構尺寸、镟胎的間距、傾斜巷道迎山角度、支設方法、固定方式、腳手架設置等； 3．砌築镟體操作工藝、砌體順序、一次砌體長度、砌體壁後充填材料選擇、高冒區的處理方式等； 4．備用砌拱材料的品種、數量、規格、存放地點； 5．明確支護質量與要求。 第五十七條 各支護工序的安排及要求。 第四章　施　工　工　藝 第一節 施 工 方 法 第五十八條 確定巷道施工方法。 第五十九條 巷道開口施工方法：從支設巷道開口臨時棚開始，到支上固定棚止，施工順序作必要的描述。 第六十條 特殊條件下的施工方法如： 1．石門揭開煤層時的施工方法：放震動炮、打超前鑽排放瓦斯等； 2．硐室的施工方法：硐室位於工類、Ⅱ類圍岩中宜采用全斷麵施工法，位於Ⅲ類、Ⅳ類圍岩中宜采用分層施工法； 3．交岔點的施工方法：交叉點位於工類、Ⅱ類圍岩中宜采用全斷麵施工法，位於Ⅲ類、Ⅳ類圍岩中宜采用分部施工法，位於V類圍岩中宜采用導硐施工法； 4．傾斜巷道的施工方法：支架應有迎山角、支架防倒采用上、下撐拉杆，增設防滑、防跑車裝置，掘進、扒裝機械固定等。 第二節 鑿 岩 方 式 第六十一條　確定鑿煤(岩)方式。 第六十二條 機掘作業方式，截割順序等。 第六十三條炮捆施工工序安排，工藝流程等。 第六十四條 描述全岩巷、半煤岩巷、煤巷掘進施工，不同的鑽爆、扒裝、運輸方式等。 第六十五條 不同施工方式的機具、鑽具、供電、照明、濕式鑿岩(煤)、通風、設備布置方式等。 第六十六條 在有煤與瓦斯突出傾向的巷道掘進，采取先抽後掘的施工方式等。 第六十七條 對掘、斜交、正交巷道時，必須有準確的實測圖；當兩個巷道接近時、斜巷與上部巷道貫通時的施工方式等。 第六十八條 繪製設備布置示意圖。繪製掘進機截割順序圖。 第三節 爆　破　作 業 第六十九條 爆破條件：巷道斷麵、頂板，通風方式、瓦斯含量，掏槽方式，周邊眼與設計輪廓線關係，循環進度，炸藥的種類，雷管的型號，炮眼利用率，炸藥、雷管消耗量等。 第七十條 掘進采用錨噴支護鑽爆法施工時，必須采用光麵爆破。爆破參數，宜符合下列規定： 1．炮眼的深度為1．8～3．5m； 2．周邊炮眼的間距為350—600mm； 3．周邊炮眼的密集係數為0．5—1．0； 4．周邊炮眼的藥卷直徑為20—25mm。 第七十一條 爆破說明表：炮眼的名稱、眼距、角度、深度、數量，使用炸藥、雷管的品種，裝藥結構、裝藥量，封泥長度、連線方式、起爆方式、爆破順序等數據。 第七十二條 炮眼布置圖：標明巷道岩石的厚度，斷麵形狀、尺寸，炮眼的位置、個數、深度、方向、角度，炮眼編號等參數。 第七十三條 在有瓦斯或有煤塵爆炸危險的掘進工作麵，爆破應全斷麵一次起爆；不能全斷麵一次起爆的，必須注明采取的 安全措施。具體說明光麵爆破作業采取的措施等。 第七十四條 繪製炮眼布置正麵圖、平麵圖、剖麵圖。繪製裝藥結構示意圖。 第四節 裝載與運輸 第七十五條 確定裝載與運輸方式。 雲七十六條 裝載、運輸機械及其配套設備的名稱、型號、安裝位置、固定方式，安全設施的安設方式、運輸距離等。 第七十七條 煤、矸、材料、設備等的運輸方式。 第七十八條 人員進、出工作麵與物料運輸安全隔離方式及要求。 第七十九條 耙裝機固定、防滑、防出槽、機身照明方式，耙裝機與掘進工作麵的最大和最小的允許距離等。 第八十條 小絞車及回頭輪的安裝、固定方式等。 第八十一條 裝載與運輸各工序安排，與其他工序協調等。 第八十二條 繪製運輸係統示意圖。 第五節 管線及軌道敷設 第八十三條 風筒、風管、水管、纜線等吊掛方式與工作麵保持間距等。． 第八十四條 敷設軌道的型號，中心線距、軌距、軌枕等參數，臨時軌道、永久軌道、道岔、調車場質量要求等。 第六節 設備及工具配備 第八十五條 列表說明所需設備、工具的名稱、型號、規格、單位、數量等。 第五章　生產係統 第一節 通 風 第八十六條 選擇通風方式、通風設備、設施。 1．采用壓人式、抽出式通風方式； 2．采用混合式通風方式； 3．高瓦斯區域、瓦斯抽放對通風的特殊要求； 4．局部通風機、壓風機、配套通風設施及防塵、隔爆、監測設施的安裝位置等； 5．風簡選擇、敷設方式。 第八十七條 說明瓦斯噴出區域、高瓦斯礦井、煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出礦井，裝設三專(專用變壓器、專用開關、專用線路)、兩閉鎖(風電、瓦斯電閉鎖)設施，裝備“雙風機、雙電源”， 自動切換、自動分風的功能。低瓦斯礦井局部通風機采用裝有選擇性漏電保護裝置的供電線路供電，或與采煤工作麵分開供電；采用風電、瓦斯電閉鎖的方式等。 第八十八條 掘進工作麵風量計算。 　　掘進工作麵冠蓋如雲需要風量，應按各煤礦企業製定的“一通三防”規定或根據瓦斯、二氧化碳湧出量，炸藥用量，同時工作的最多人數，局部通風機的實際吸風量等因素分別計算，並選取其中最大值。 (一)按瓦斯(二氧化碳)湧出量計算： Q＝100qk 式中　 Q ＿＿掘進工作麵實際需要風量，m3／min； 100＿＿單位瓦斯湧出量配風量，以回風流瓦斯濃度不超過1%或二氧化碳濃度不超過1．5%的換算值； 　　q＿＿掘進工作麵平均絕對瓦斯湧出量，m3／min； k＿＿掘進工作麵因瓦斯湧出不均勻的備用量係數，應根據實際觀測的結果確定（掘進麵最大絕對瓦斯湧出量與平均絕對瓦斯湧出量之比)。通常，機掘工作麵尾：1.5—2.0；炮 掘工作麵：1.8—2.0。 低瓦斯高二氧化碳礦井還必須按二氧化碳湧出量計算，可參照按瓦斯湧出量的計算方法。 (二)按炸藥使用量計算： 　　　　　　　　　Q＝25A 式中 Q——掘進工作麵實際需要風量，m3／min； 　25 ＿＿ 每千克炸藥爆炸不低於25m3的配風量； 　A——掘進工作麵一次爆破所用的最大炸藥用量，kg。 (三)按工作人員數量計算： 　　　　　　　　　　　Q＝4n 式中 Q——掘進工作麵實際需要風量，m3／min； 　4——每人每分鍾應供給的最低風量，m3／min； n——掘進工作麵同時工作的最多人數。 (四)按局部通風機的實際吸風量計算： Q=Q局Ikf 式中 Q一掘進工作麵實際需要風量，m3／min； Q局——掘進工作麵局部通風機的額定風量，m3／min； I——掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數，台； kf——為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數，一般取1.2—1.3，進風巷中無瓦斯湧出時取1.2，有瓦斯湧出時取1.3。 Q大於或等於掘進工作麵實際需要風量與風筒實際漏風量之和，需實測而定。 第八十九條 根據上述計算的工作麵需要風量要求，進行局部通風機、風筒規格選型。 (一)局部通風機風量的確定： Qf = Qj／60φc 式中Qf——局部通風機風量，m3／s； Qj——掘進工作麵需要風量，m3／min； Φc——風筒的有效風量率，％。 風筒有效風量率可采用下列公式計算： 1．有效風量率(中e)。這是指風筒送往掘進工作麵的風量與局部通風機吸風量之比的百分數。 Qe = Qa／Qf×100％ 式中Qe——有效風量率，％； Qa——風筒送往掘進工作麵的實際風量，m3／min； Qf——局部通風機(吸)風量，m3／min。 2．漏風率(L1)。這是指風筒的漏風量與局部通風機吸風量之比的百分數。 L1= Q1／Qf×100％ 式中L1——漏風率，％； Q1——整列風筒的總漏風量，m3／rnim Qf——局部通風機(吸)風量，m3／min。 (二)局部通風機風壓的確定。 局部通風機壓人式通風時的工作全壓為 hft=RQ2+hv Q=√QfQa hv= Qa 2／D4 式中hft——局部通風機工作全壓，Pa； R——風筒風阻，N·s2／m4； Q——風筒平均風量，m3／min； Qf——局部通風機(吸)風量，m3／min； Qa—風筒出口風量，m3／min； hv—風筒出口動壓； D4——風筒出口直徑，m。 (三)局部通風機選型。 壓人式通風時需計算局部通風機全壓工作風阻Rft： Rft = hft ／Qa 2 式中 Rft——局部通風機全壓工作風阻，N·s2／m8； hft——局部通風機工作全壓，Pa； Qa—風筒出口風量，m3／min。 抽出式通風時，則計算局部通風機靜壓工作風阻Rfs: Rfs= (hft—hfv)／Qf 2 hfv=0.5ρ(Qf／S0)2 式中 Rfs——局部通風機靜壓工作風阻，N·s2／m8； hft——局部通風機工作全壓，Pa； hfv—局部通風機動壓，Pa； ρ——空氣密度，kg／m3； Qf—局部通風機吸風量，m3／min； So——局部通風機出風口斷麵積，m2。 第九十條 掘進工作麵風量驗算。 (一)按最低風速驗算。 1．岩巷掘進工作麵的最低風量Q岩(單位：m3／min)： Q岩≥9S岩 式中 9——按岩巷掘進工作麵最低風速的換算係數； S岩——岩巷掘進工作麵的斷麵積，m2。 2．煤巷掘進工作麵的最低風量Q煤(單位：m3／min)： Q煤≥15S煤 式中 15——按煤巷掘進工作麵最低風速的換算係數； S煤——煤巷掘進工作麵的斷麵積，m2。 (二)按最高風速驗算。岩巷、煤巷或半煤岩巷掘進工作麵的最高風量Q(單位：m3／min)： Q≤240S 式中 240——按掘進工作麵最高風速4m／s的換算係數； S——掘進工作麵的斷麵積，m2。 (三)按掘進工作麵溫度和炸藥量驗算，見表1。 表1掘進工作麵溫度和炸藥量 炸藥量/Kg <5 5-20 >20 溫度 /℃ 6以下 16-22 23-26 16以下 16-22 23-26 16以下 16-22 23-26 需要風量/ m3／min 40 50 60 50 60 80 60 80 100 (四)按有害氣體的濃度驗算。回風流中瓦斯或二氧化碳濃度不得超過1％；其他有害氣體濃度應符合《 煤礦安全規程》中的有關規定。 (P瓦／Q掘)≤1% 式中 Q掘——掘進工作麵需要風量，m3／min； P瓦——瓦斯絕對湧出量，m3／min。 第九十一條 掘進工作麵風量經驗算必須同時滿足以上4個條件，如果有其中任何一項不符合條件要求，需重新對局部通風機選型。 第九十二條 安裝局部通風機的地點，全風壓風量要大於局部通風機吸風量，還應保證局部通風機吸人口至掘進工作麵回風口之間的最低風速，全岩巷道不得低於0．15m／s，煤巷和半煤岩巷不得低於0．25m／s的要求等。 第九十三條 繪製通風係統示意圖。 第九十四條 常用局部通風機吸風量參考表，見附件12。 柔性風筒有效風量率及漏風率參考表，見附件13。 膠皮風筒摩擦阻力係數表，見附件14。 局部通風機與風筒配套選用參考表，見附件15。 掘進工作麵需要風量參考表，見附件16。 第二節 壓 風 第九十五條 確定掘進工作麵風源，壓風方式。 第九十六條 移動壓風設備的名稱、型號、規格、管路長度、管徑、風壓、安裝位置、敷設路線等。 (一)空氣壓縮機的選擇，應符合下列要求： 總耗風量應按下式計算： Q=αβγ∑nKq 式中 Q——總耗風量，m3／min； α——管路漏風係數； β—風動機械磨損消耗風量增加的係數，宜為1．10—1．15； γ——高原修正係數，海拔每增加100m，係數增加1％； n——同型號風動機具使用數量，台； K——鑿岩機、風鎬同時使用係數，見附件18； q——風動工具耗風量，m3／min。 (二)當各個施工階段的風量供應變化較大時，備用風量應為設計風量的20%—30%。 (注：選自《礦山井巷工程施工及驗收規範》GBJ 213—1990) 第九十七條 繪製壓風係統示意圖。 第九十八條 管路漏風係數參考表，見附件17。鑿岩機、風鎬同時使用係數參考表，見附件18。 第三節 瓦 斯 防 治 第九十九條 掘進工作麵臨時抽放瓦斯泵站安設的地點，瓦斯抽放管路安設方式、敷設長度、管路中混合瓦斯濃度，設置警戒、超限報警、通風方式、風量要求，抽出瓦斯引排地點，抽放瓦斯操作工序等。 第一百條 突出威脅區內掘進作業對煤層突出危險程度的預測辦法。 第一百零一條 突出危險區內掘進作業必須采取的綜合防治措施。 第一百零二條 超限報警設備、報警係統安設方式，超限報警時處理程序等。 第一百零三條 人井人員必須按規定攜帶甲烷檢測報警儀、自救器等。 第一百零四條 繪製抽放瓦斯係統示意圖。 第四節 綜 合 防 塵 第一百零五條 說明防塵供水水源、水量、水壓及管路係統，安設除塵風機、水幕、防爆水袋、降塵設施個數及位置；掘進機內、外噴霧裝置，濕式鑽眼、水炮泥、爆破噴霧、衝洗巷幫、裝煤(岩)灑水、淨化風流、個體防護等綜合防塵措施。 第一百零六條 繪製防塵係統示意圖。 第五節 防 滅 火 第一百零七條 相鄰采區、相鄰煤層、鄰近巷道火區情況。 第一百零八條 大傾角的煤層，火區下部區段掘進巷道的條件。 第一百零九條 在容易自燃和自燃煤層中掘進巷道時，對砌镟或錨噴後的巷道空隙和冒落處必須用不燃性材料充填密實，沿空掘進巷道臨近火區、老空前必須探明情況，采取預防性充填等措施。 第一百一十條 說明巷道施工時，消防供水管路係統、防滅火器材的存放方式和地點等。 第六節 安 全 監 控 第一百一十一條 相鄰采區、相鄰煤層、鄰近巷道瓦斯湧出變化等情況。 第一百一十二條 掘進工作麵瓦斯濃度控製規定，安設瓦斯監控係統。 第一百一十三條 繪製安全監測儀器儀表布置示意圖。 第七節 供 電 第一百一十四條 供電設計。 (一)選擇電壓等級、供電方式，防爆設備的選型，計算電力負荷等。 (二)進行電氣保護整定計算。 第一百一十五條 繪製供電係統示意圖。 第八節 排 水 第一百一十六條 預測掘進工作麵最大湧水量。 第一百一十七條 確定排疏放水方式，選擇排水設備型號、管路規格、臨時水倉的地點和容積、排水路線等內容。 第一百一十八條 繪製排水係統示意圖。 第九節 運 輸 第一百一十九條 選擇運輸方式、設備型號、運輸路線等。 第一百二十條 繪製運輸係統示意圖。 第十節 照明、通信和信號 第一百二十一條 機掘工作麵，運輸兼作人行道的巷道，絞車、壓風、變配電硐室的照明設施、位置等。 第一百二十二條 掘進工作麵與調度室、絞車房、車場、變配電硐室等的通信設施、電話位置。 第一百二十三條 掘進工作麵、提升、運輸、轉載信號裝置的種類和用途。 第一百二十四條 繪製照明、通信、信號係統示意圖。 第六章 勞動組織及主要技術經濟指標 第一節 勞 動 組 織 第一百二十五條 說明掘進作業方式、勞動組織、勞動力配備、出勤率(附勞動組織圖表)。 第二節 循 環 作 業 第一百二十六條 根據掘進工藝流程、循環作業方式(日、班循環個數)、循環進尺，編製正規循環作業圖表。采用正規循環作業，提高工時利用率。 第三節 主要技術經濟指標 第一百二十七條 編製主要技術經濟指標表。 第七章安全 技術措施第一節 一 通 三 防 第一百二十八條 局部通風機 安全 管理技術措施。 第一百二十九條 綜合防塵 安全 管理技術措施。 第一百三十條 防滅火 安全 管理技術措施。 第一百三十一條 高溫巷道施工降溫 安全技術措施。 第一百三十二條 高瓦斯礦井、突出礦井、低瓦斯礦井高瓦斯區和瓦斯異常區的局部通風機通風實行“三專兩閉鎖”，裝備“雙風機、雙電源”，以實現“自動切換、自動分風”功能的 安全 管理技術措施。 第一百三十三條 無煤柱開采、沿空送巷、沿空留巷防止漏風的 安全技術措施。 第一百三十四條 在瓦斯突出煤層中掘進巷道，采用預抽瓦斯的安全管理技術措施。 第一百三十五條 排放瓦斯必須製定專項 安全技術措施。 第一百三十六條 其他“一通三防” 安全技術措施。 第二節 頂 板 第一百三十七條 在鬆軟煤(岩)層、流沙性地層、地質破碎帶、複合頂板掘進巷道的安全技術措施。 第一百三十八條 三岔門、四岔門、巷道貫通采取加強支護的安全技術措施。 第一百三十九條 使用前探支護、防倒支架，嚴禁空頂作業的安全技術措施。 第一百四十條 頂板壓力觀測、定期分析審查的安全技術措施。 第一百四十一條 其他頂板控製安全技術措施。 第三節 爆 破 第一百四十二條 使用爆破器材的安全技術措施。 第一百四十三條 按照規定爆破的安全技術措施。 第一百四十四條 特殊情況下爆破的安全技術措施。 第一百四十五條 兩條平行掘進工作麵、間距在20m以內時，貫通、遇斷層、老巷、破碎頂板等特殊情況下爆破的安全技術措施。 第一百四十六條 掘進巷道臥底、刷幫、挑頂淺眼爆破的安全技術措施。 第一百四十七條 處理拒爆、殘爆的安全技術措施。 第一百四十八條 其他爆破安全技術措施。 第四節 防 治 水 第一百四十九條 掘進巷道受水威脅、撒出人員的安全技術措施。 第一百五十條 說明當掘進工作麵遇有下列情況之一時，必須有疑必探、先探後掘的安全技術措施。 (一)接近水量大的含水層。 (二)接近導水裂隙、斷層。 (三)接近被淹井巷、老空。 (四)接近礦井隔離煤柱。 (五)掘進過程中發現有透水預兆。 第一百五十一條 探放老空積水時，加強防突水及對有害氣體的檢查和防護的安全技術措施。 第一百五十二條 其他防治水安全技術措施。 第五節 機 電 第一百五十三條 掘進機、裝岩機、噴漿機等移動設備的安裝、固定、使用、維修、移動、撤除等的安全技術措施。 第一百五十四條 掘進機、耙裝機、噴漿機作業運行範圍內，嚴禁進行其他工作和行人的安全技術措施。 第一百五十五條 防止電氣設備失爆、短路、過負荷、漏電，帶電搬遷、維修等的安全技術措施。 第一百五十六條 動力、照明、信號、通訊纜線的敷設、吊掛、管理等安全技術措施。 第一百五十七條 其他機電安全技術措施。 第六節 運 輸 第一百五十八條 運輸、轉載設備管理的安全技術措施。 第一百五十九條 下山施工防止跑車傷人的安全技術措施。 第一百六十條 上山掘進施工25°以上的斜巷時，溜煤(矸)道與人行道分開的安全技術措施。 第一百六十一條 利用傾斜巷道、煤倉、溜煤眼等運輸的安全技術措施。 第一百六十二條 掘進巷道、提升、運輸、轉載係統的聲光信號裝置與啟動裝置閉鎖的安全技術措施。 第一百六十三條 其他運輸安全技術措施。 第七節 其 他 第一百六十四條 提高工．程質量的安全技術措施。 第一百六十五條 實現安全、文明生產方麵的安全技術措施。 第八章 災害應急措施及避災路線 第一百六十六條 發生火災、瓦斯爆炸、煤塵爆炸、煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出、透水、冒頂、提升等 02manbetx.com 的應急措施。 第一百六十七條 製定發生災害時快速有效的傳報技術和辦法、撤出人員的區域和避災路線、實施自救的條件、防止災害擴大的措施、統計井下人數及其他應急措施等。 第一百六十八條 繪製避災路線示意圖。 第三部分 掘進工作麵作業規程樣本 ________煤礦掘進工作麵作業規程 編號：掘××××號 工作麵名稱： 編 製 人： 施工負責人： 總 工程師： 主管礦(井)長： 批 準 日 期： 年 月 日 執 行 日 期： 年 月 日 會 審 意 見 會審單位及人員簽字 總 工程師： 年 月 日 生 產： 年 月 日 通 風： 年 月 日 機 電： 年 月 日 計 劃： 年 月 日 煤 質： 年 月 日 技 術： 年 月 日 地 測： 年 月 日 安 全： 年 月 日 運 輸： 年 月 日 供 應： 年 月 日 勞 資： 年 月 日 存在主要問題 二、處理意見 目 錄 會審意見 第一章 概況 第一節 概述 第二節 編寫依據 第二章 地麵位置及地質情況 第一節 地麵相對位置及鄰近采區開采情況 第二節 煤(岩)層賦存特征 第三節 地質構造 第四節 水文地質 第三章 巷道布置及支護說明 第一節 巷道布置 第二節 礦壓觀測 第三節 支護設計 第四節 支護工藝 第四章 施工工藝 第一節 施工方法 第二節 鑿岩方式 第三節 爆破作業 第四節 裝載與運輸 第五節 管線及軌道敷設 第六節 設備及工具配備 第五章 生產係統 第一節 通風 第二節 壓風 第三節 瓦斯防治 第四節 綜合防塵 第五節 防滅火 第六節 安全監控 第七節 供電 第八節 排水 第九節 運輸 第十節 照明、通信和信號 第六章 勞動組織及主要技術經濟指標 第一節 勞動組織 第二節 循環作業 第三節 主要技術經濟指標 第七章 安全技術措施 第一節 一通三防 第二節 頂板 爆破 防治水 第五節 機電 第六節 運輸 第七節其他 第八章 災害應慧措施及避災路線 作業規程學習和考試記錄 作業規程補充學習和考試記錄 作業規程複查記錄 第一章 概 況 第一節 概 述 一、巷道名稱 本作業規程掘進的巷道為—450m水平延深軌道下山、—450m水平延深輸送帶下山及其上部車場和各中部車場。 二、掘進目的及用途 掘進的目的是形成—450m水平生產係統，滿足—450m水平各采掘工作麵生產的通風、行人、運輸和管路敷設等需要。 三、巷道設計長度和服務年限 巷道設計長度：軌道下山上部車場80m；4個中部車場各80m；軌道下山900m；輸送帶下山900m；輸送帶平巷180m。 工程量共計：2 380m。 服務年限：10年。 四、預計開、竣工時間 經礦有關領導決定：本掘進工作麵自2004年2月3日開工，預計2005年6月7日竣工。 第二節 編 寫 依 據 一、設計說明書及批準時間 設計說明書名稱為《—450m水平延深設計說明書》。批準時間為2003年12月份。 二、地質說明書及批準時間 地質說明書名稱為《—450m水平延深地質說明書》。批準時間為2004年元月20日。 三、礦壓觀測資料 煤層和煤層的底板應力較集中。 第二章 地麵相對位置及地質情況 第一節 地麵相對位置 待掘巷道地麵相對位於我礦工業廣場和山地，地麵標高十285一十243m。 待掘巷道井下位於我礦井田北翼，西為井底車場，南、北為我礦實體煤層(未采掘)，東部以—450m煤層底板等高線為下限。 第二節 煤(岩)層的賦存特征 一、煤(岩)層產狀、厚度、結構、堅固係數和層間距 本區岩(煤)層為一東傾單斜構造，產狀穩定，岩層厚度變化不大，走向N28°一N30°E，傾向S60°E—S62°E，傾角22°～25°，上部傾角略大於下部。 1號煤層為無煙煤，無光澤，厚1．1—1．6m，堅固性係數為1．0—1．5，屬破碎煤層。 1號煤層頂板岩層由下向上依次為泥質粉砂岩、中細砂岩、泥質及鋁土質粉砂岩和中粗砂岩。泥質粉砂岩厚1．0m左右，黑色，含泥質，岩石堅固性係數為3，塊狀岩層；中細砂岩厚30m左右，灰白色，石英長石為主，中細粒結構，分選良好，鈣質膠結，層狀岩層，岩石堅固性係數為6；該層砂岩之上的泥質及鋁土質粉砂岩厚28m左右，含泥質及鋁土質，灰黑色，岩石堅固性係數為3，塊狀岩層；該層粉砂岩之上為中粗粒砂岩，厚25m左右，長石為主，石英次之，灰白色，中粗粒結構，分選良好，鈣質膠結，層狀岩層，岩石堅固性係數為6。 1號煤層底板岩層從上到下依次為泥質粉砂岩、中細砂岩和2號煤層。泥質粉砂岩厚8m左右，頂部2m左右泥質含量較高，灰黑色堅固性係數為2～3，塊狀岩層；下部泥質含量低，黑色，堅固性係數為4，層狀岩層；中細砂岩厚17m左右，灰白色，中細粒結構，石英長石為主，鈣質膠結，堅固性係數為6，層狀岩層。該層砂岩之下為2號煤層，在本區厚度為0．2m左右，不可采。 附圖1：煤岩層綜合柱狀圖(1：200)(略)。 二、煤層瓦斯湧出量、瓦斯等級、發火期、煤塵爆炸指數 該煤層瓦斯湧出量為2．79m3／min，屬低瓦斯；該煤層自燃傾向性為Ⅲ類，不易自燃，不存在自然發火；煤塵爆炸指數Vd為4．46，無煤塵爆炸性。 第三節 地 質 構 造 本區地層為一東傾斜構造，煤(岩)層產狀穩定，走向N28°一N30°E，傾向S60°E～S62°E，傾角22°--25°，上部傾角略大於下部。 據本區鑽孔資料，本區沒有發現落差較大的斷層(指落差10m以上的斷層)，也沒有發現岩漿侵本地層。由於鑽孔間距限製，控製程度較低，因此區內可能隱藏有落差較小的斷層(指落差10m下斷層)，需在巷道設計時加以考慮。 附圖2：地質平麵圖(略)。 附圖3：地質剖麵圖(略)。 第四節 水 文 地 質 本區為新開拓區，因此不涉及積水巷道和老空問題；區域內雖然有地質勘探孔，但封孔良好；1號煤層頂扳上部雖然有一砂岩裂隙含水層，但距I號煤層60m以上，且有厚度為28m左右的泥質鋁土質隔水層相隔，所以該含水層對本區巷道掘進並無影響。1號煤層頂底板砂岩中局部裂隙發育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超過30m3／h，一般為5-10 m3／h。 第三章巷道布置及支護說明 第一節 巷 道 布 置 A組：自—150北大巷5號坐標點向北40m開口，以轉角50~施工上部車場1號交岔點和彎道，然後以N70°方位施工上部車場19m，再以112°轉角做2號交岔點和彎道，而後沿N128°方位向下掘進主下山900m至—450m水平，其坡度為23°30′；然後沿N308°方位向上反掘45m至帶式輸送機機頭硐室。再以N219°方位掘進水平輸送帶巷180m至卸載煤倉頂部。 輸送帶下山分別在掘進到80m、260m、440m、620m的位置時，按N108°方位施工平巷聯絡石門45m，與中部車場工、中部車場Ⅱ、中部車場Ⅲ和中部車場Ⅳ掘透。 B組：自—150m北大巷5號坐標點向北110m，以轉角108°做上部車場3號交岔點和彎道，然後按N127°方位做上部車場80m後變坡，向下掘進900m軌道下山，其坡度為23°30'。 軌道下山分別在掘進到70m、270m、470m、670m的位置時，按N217~方位施工中部車場I、中部車場Ⅱ、中部車場Ⅲ和中部車場Ⅳ。 巷道交岔點施工圖見施工設計。 第二節 支 護 設 計 一、巷道斷麵 該工程除各車場見煤點前後各8m巷道外，其他所有巷道均為錨噴支護，斷麵形狀為半圓拱。見煤點處16m巷道為工字鋼棚子和噴射混凝土支護，斷麵形狀為梯形。 1．軌道下山和輸送帶巷(輸送帶下山和輸送帶平巷)斷麵：S毛=8．66m2，S淨=7．13m2。 2．各中部車場斷麵：S毛=12．32m2，S淨=10．49m2。 附圖4：巷道斷麵圖(略)。 二、支護方式 (一)臨時支護 采用吊掛前探支架作為臨時支護，前探梁由15kg／m的兩根鋼軌製作，長度不小於4m，間距不大於1．2m，用金屬錨杆和吊環固定，·吊環形式為倒梯形，每根前探梁不少於2個吊環。吊環用配套的錨杆螺母固定，所用樹脂錨固劑不少於2根，錨固力不小於50kN。 前探粱必須及時跟頭，其最大控頂距離為2．0m，前探梁上用2塊規格為(長×寬×厚)’周1500mm×200mm~150mm半圓木和木椽杆接頂。 附圖5：臨時支護平、剖麵圖(略)。 (二)永久支護 該工程除各車場見煤點前後各8m巷道外，其他所有巷道均為錨噴支護。見煤點處16m巷道為工字鋼棚子和噴射混凝土支護。 按懸吊理論計算錨杆參數： 1．錨杆長度計算： L=KH+L1+L2 式中 L——錨杆長度，m； H——冒落拱高度，m； K——安全係數，一般取K=2； L1——錨杆錨人穩定岩層的深度，一般按0．5m； L2——錨杆在巷道中的外露長度，一般取0．1m。 其中： H=B／2F=3．6／2×4=0．45 式中 B——巷道開掘寬度，取3．6m； F——岩石堅固係數，取4。 則 L=2×0．45+0．5+0．1=1．5m 2．錨杆間排距計算，間排距相等： A=[Q／KHR(1.5-1.8)]1／2 式中 A——錨杆間排距，m； Q——錨杆設計錨固力，50kN／根； H——冒落拱高度，m； R——被懸吊砂岩的密度，取25kg／m3； K——安全係數，取K=2。 A=1.1m。 通過以上計算，選用直徑18mm的圓鋼錨杆長2m，錨杆的間排距為lm。在支護中，當圍岩穩定性較好時，采用先錨後噴的方式(錨杆距工作麵不得超過2m)；當圍岩穩定性較差時；錨杆的間排距要縮小為600mm，並且要先及時噴射混凝土不小於30mm厚的混凝土封閉圍岩，然後打錨杆，複噴達到設計厚度。 初噴距工作麵不得超過10m，複噴距工作麵不得超過20m。初噴厚度為50～70mm，複噴後厚度不得小於150mm，灑水養護時間不少於28d，台階、水溝距工作麵不得超過30m。 (三)錨噴支護質量要求 1．巷道淨寬、淨高允許誤差為0～+150mm； 2．錨杆間排距10m×1.0m，允許誤差為±100mm； 3．錨杆方向垂直於岩層麵，最小不小於75°； 4．錨杆托板緊貼岩壁，不得鬆動； 5．錨杆外露不超過50mm； 6．錨固力不得少於50kN； ‘ 7．基礎深度不得小於100mm； 8．表麵基本平整，噴射均勻，無裂縫，在1m2範圍內凸凹不平不得大於50mm。 第三節 支 護 工 藝 一、支護材料 1．錨杆及錨固劑：錨杆采用直徑18 mm的金屬錨杆，長度為2m。每根錨杆使用2根樹脂錨固劑，錨杆的外露長度為30—50mm；托板由厚12mm、150mm×l50mm的正方形鋼板製成。 樹脂錨固劑型號為K2335型。 2。混凝土：噴射混凝土必須使用純淨的河砂和粒度不大於10mm的石子，按配比為水泥：砂：石子：1：2：2均勻攪拌而成。混凝土標號150號。 3．速凝劑型號為J85型，摻人量為水泥質量的496。速凝劑必須在噴漿機的上料口隨噴隨摻人，不得提前摻人混凝土內。 4．對所用的水泥、砂、石子和速凝劑要分類存放在上部車場，水泥和速凝劑的存量分別控製在10t和0.4t左右，不得大量存放，以防長時間存放受潮失效；砂和石子均不少於25t。 二、錨杆安裝工藝 1．打錨杆眼： (1)首先要認真敲幫問頂，及時用長柄工具找掉危岩，確認安全後方可進行工作。打眼時必須站在臨時支護下進行作業。 (2)打眼前，要根據中腰線檢查巷道斷麵的規格是否符合設計要求。不符合要求時，必須處理。 (3)打錨杆眼使用錨杆機、風鑽打眼，錨杆機鑽頭直徑為27mm；風鑽鑽頭直徑為32mm。使用錨杆機打眼時要先送水、後送風，停錨杆機時要先停風、後停水。 (4)打眼深度為1．95m，錨杆外露長度小於50mm，與岩壁盡量垂直，夾角不小於75°。打完眼後，要用壓風把眼內的集水、岩粉清理幹淨。 2．安裝錨杆： (1)裝樹脂藥卷前，先用錨杆插入孔內試探錨杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不夠時，應重新打眼達到要求為止。 (2)安裝錨杆時，先把樹脂藥卷按規定的數量裝入眼內，隨後插人錨杆。此時，安好連接套，插入風錨機，啟動風錨機使之旋轉，慢慢推進到眼底，攪拌20s，停鑽，卸下風錨機，待5min後方可卸下聯接套。20min後，上好托板，將螺母用氣扳機擰緊。 (3)錨杆的托板要緊貼岩壁，如岩壁不平時，先用手鎬找平，再安裝錨杆。 (4)錨杆的錨固力不得低於50kN／根。 三、噴射混凝土 1．噴射混凝土前的準備工作： (1)檢查待噴巷道內的所有錨杆是否合格，無問題時方可進行噴射工作。 (2)清理待噴巷道範圍內的雜物、矸石等，接好風、水管路，輸料管路要擺放平直不得有急彎，接頭要嚴密不得漏風。 (3)檢查噴漿機是否完好、摩擦板是否緊固、有無漏風等，無問題時方可進行噴射工作。 (4)檢查風、水壓是否符合要求，風壓應控製在0．1—0．12MPa，水壓應控製在0．25MPa。 2．在噴漿前，先檢查待噴巷道的規格質量，必須符合設計要求後，方可進行噴射混凝土工作。 3．混凝土配比為水泥：砂：石子二1：2：2，水泥標號不低於425號，石子粒度為10 mm，速凝劑摻量為水泥重量的4％。 4．人工攪拌料時要將料攪拌均勻，配比符合要求。 5．為保證噴漿厚度和表麵光滑，必須掛線噴漿，即在巷道頂板和巷道兩幫分別按巷道設計的淨高、淨寬掛好三條線，作為檢查巷道規格和噴漿厚度的依據。 6．噴漿前要用壓風與水將巷道頂幫衝刷幹淨，並將電纜和其他設備保護好，用木板蓋嚴。 7．噴射手在噴漿前必須戴上膠皮手套、防護口罩、防護眼鏡、雨衣和雨褲。 8．噴射中，‘人掌握噴槍，一人協同移動輸料管，膠管不得出現直角彎。持槍者要一手緊握噴槍、掌握噴射方向，一手握住進水閥門、控製水量大小，嚴禁槍口對向其他工作人員，噴射時要通過調節水閥門控製合適的水灰比(0．4—0．5)。 9．噴槍與受噴麵要基本垂直，最小不得小於75°，噴槍與受噴麵的距離以1．0～1．2m為宜。 10．噴槍操作時，應使噴頭沿螺旋形軌跡(1—1．5m)運行，一圈壓半圈(圈徑200 mm)並均勻緩慢移動。 11．噴射順序為先下後上、先牆後拱、先凹後凸。噴牆時一次噴厚60～80nlln，噴拱時一次噴厚30—40 mm，間歇時間15～30min。 12．加入速凝劑，必須隨噴隨摻，不得提前摻人料中。 13．噴射混凝土必須灑水養護，要求每班灑水1～2次，養護時間不少於28d。 14．兩幫必須挖出不少於100 mm深的基礎，防止出現“穿裙子”現象。 15．對於滲水或漏水地段，宜采用排、堵的方式來解決。用導水管把水集中導出，當混凝土形成強度後，再用砂漿封孔。 16．在鬆散破碎和膨脹性圍岩中進行錨噴作業時，必須注意以下幾點： (1)嚴禁用高壓水衝洗圍岩，必要時可用壓風衝刷。 (2)放炮後立即噴混凝土50 mm，水泥標號不低於500號。 (3)噴完混凝土後到下一循環放炮時間間隔不應小於4h。 (4)可采用金屬網、鋼梁與噴錨進行聯合支護。 (5)放炮前，預打超前錨杆，把頂板錨住防止頂板冒落。 17．正在噴漿的回彈料，可回收後摻人新料中，但摻量不得超過30％，亦可灌注水溝、台階等。 18．噴射混凝土的回彈率的規定：拱部不大於25％；兩幫不大於15％。 19．為了減少噴射混凝土的收縮裂縫，應使用潮濕的中粗砂，控製水泥用量，嚴格掌握水灰比，噴層厚度不得低於50 mm，並保證最少28d的潮濕養護。 20．嚴格執行開停機順序，開機時必須先給水，後開風，再開機，最後上料；停機時，必須先停料，後停機，再關水，最後停風。 四、架棚噴射混凝土 1．各車場石門揭露煤層前後各8m改為架棚噴射混凝土支護。即：巷道頂板距煤層底板2．5m時，改為架棚噴射混凝土支護，直至穿過煤層巷道底板距煤層頂板0．6m，均為架棚噴射混凝土支護。 2．掘進時，支護必須及時跟頭，放炮後及時上好臨時支護。在臨時支護下，上好工字鋼棚子。 裱褙材料使用混凝土背板，裱背要牢固有次序。 3．棚子下踏煤時要穿鞋，鞋使用300mm×300mm×200mm的料石。 4．噴射混凝土時要將工字鋼棚子覆蓋住。 第四章 施 工 工 藝 第一節 施 工 方 法 1．除見煤處外所有本規程的巷道均采用光爆錨噴支護進行掘進，堅硬岩層周邊眼眼距為350～400mm，抵抗距為400mm，周邊眼距與抵抗距之比為0．85～1．0。當岩層較軟時，周邊眼距應控製在300mm，抵抗距為400mm。半眼率不低於60％。 2．上部車場開口和中部車場開口的各交岔點的施工方法： (1)各交岔點均布置在1號煤層的頂、底板中，因岩層較堅固，故所有交岔點均采用錨噴支護。施工時，先掘進直巷超過交岔點的長度後，再以擴幫挑頂的方法施工交岔點。 (2)交岔點處使用的錨杆長度為2．5m，每根錨杆使用3根K2335型錨固劑進錨固，噴射混凝土厚度為150mm。 3．各中部車場石門揭露煤層的施工方法： 石門開口後，先垂直於頂板打探煤孔，探孔深度為7m。每探7m向前掘進9m，邊探邊掘，以保證巷道頂板距煤層底板有2．5m的岩柱。在確定巷道頂板距煤層底板僅有2．5m時，將原支護改為架棚噴混凝土支護。 第二節 鑿 岩 方 式 1．本規程所有巷道均采用打眼放炮的掘進方法進行掘進。 2。打眼使用YT—23(7655)鑿岩機和MQT—85C2型錨杆機進行打眼；安注錨杆使用MQT—85C2型錨杆機、風錨機和BK—30型氣扳機進行。風源來自—150m水平空壓機房，L2—10／8型和4L—20／8型空壓機各1台，通過4寸及1寸管路輸送到工作麵。 第三節 爆 破 作 業 巷道所在岩層均為砂岩，較堅硬，故采用楔形掏槽。炸藥使用礦用乳化炸藥和礦用硝胺炸藥，毫秒電雷管起爆。起爆使用MFd—100型防爆發爆器起爆，聯線方式為串聯。見表1、表2。 附圖6：軌道下山和膠帶下山炮眼布置圖(略)。 附圖7：上、中部車場炮眼布置圖(略)。 附圖8：裝藥結構示意圖(略)。 第四節 裝載與運輸 一、裝岩方式 ’ 巷道掘進中，兩工作麵均使用ZYP—17耙鬥裝岩機裝岩。 1．耙鬥裝岩機必須固定牢固，上齊卡軌器、底地錨、腿子、斜撐點柱、護繩欄杆及護身點柱。。 下山固定耙鬥裝岩機時，除按上述要求外，還必須用底木梁固定，底木梁直徑不小於250mm，柱窩不少於300mm。另外，還需將耙鬥裝岩機用鋼絲繩或鏈子固定於頂幫的錨杆上。 2．導向輪鉤掛在固定楔上，固定楔長度為600～800 mm以上，固定楔的孔深度不小於800mm，眼距不小於1m。裝岩機機身上方裝岩槽上兩側應當安設可伸縮、封閉式擋繩欄杆，上沿與頂板相齊，且要固定，擋繩欄杆應用直徑不小於20mm的鋼筋焊製，網絡間隙不超過200mm。裝岩機距工作麵最大距離為20m，最小距離為6m 。 二、運輸方式 施工中采用噸罐運輸，平巷人工推罐，上下山采用JD—25型絞車和卡軌車運輸。 軌道下山和運輸下山掘進在中部車場工以上時，采用JD—25型絞車運輸；軌道下山掘進到中部車場I以下時，采用K9E—01型卡軌車運輸至上部車場。卡軌車隨掘進進度而下移。 輸送帶下山運輸采用JD—25型絞車。中部車場工以上段，直接用絞車運到上部車場。掘到中部車場I以下時，用JD—25型絞車運到中部車場工，然後由卡軌車運到上部車場。隨著中部車場Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ的施工完成，絞車逐段下移。 上山掘進時，回頭輪要用直徑為15．5mm雙股鋼絲繩套子固定在裝岩機機身下的橫梁上。 絞車的固定方法：每部絞車用4根錨杆固定，所用的錨杆直徑為22mm，長度為2m。用2根K2335型錨固劑錨固，每根錨杆的錨固力不小於60kN。 第五節 管線及軌道敷設 在掘進施工中，所敷設的電纜、供水和排水管路、供風管路、風筒等均應按斷麵圖中規定的位置吊掛牢固整齊。 1．風水管路接頭要嚴密，不得漏風、漏水。供風和排水管路使用4寸鐵管，供水管路使用1寸鐵管，距工作麵20m範圍內使用1寸膠管。 風筒使用直徑400mm的軟膠風筒，逢環必掛且不得漏風。風筒口到工作麵不得超過5m。 2．鋪軌要求： (1)直線段軌距為600mm，偏差不小於2mm、不大於5mm，軌道的中心線與設計值相差不得超過±50mm。 (2)軌道的鋪設，要求要嚴格按腰線鋪設，有起伏地段必須要達到該巷豎曲線要求。 (3)軌麵和軌道接頭必須平整，其高低及內側偏差不匝超過2mm，螺栓、螺母和遭夾板必須齊全。在直線上兩側鋼軌接頭應對齊，鋼軌接頭不得置於枕木上。 (4)鋼軌接頭間隙，在直線部分不應超過5mlil，曲線部分不超過8mrn。 (5)曲線鋪軌時，軌枕應與曲線半徑一致，兩側鋼軌的接頭必須錯開，其錯開長度為鋼軌長度的1／3—1／4。 (6)曲線處鋼軌加工後，應符合曲線彎度。 3．道碴和軌枕要求： (1)道軌鋪好後，道心要填平、砸實。 (2)軌枕為混凝土枕，規格(長X寬X厚)為1．2m×0．2m×0．2m，枕木間距為700mm，其偏差不準超過要求的100mm，軌道中心線與道木的中心要一致，道木要垂直軌道中心線。 (3)道夾板、道壓板必須上齊平光墊、彈簧墊、螺栓、螺母，並且緊固牢實，不得鬆動。 (4)道心禁止填煤塊、木材等。 4．其他要求； (1)道軌型號要統一(24kg／m)。 (2)水溝必須用混凝土澆灌，其規格(寬×深)為250mm×200mm，並且低於道木麵50mm (詳見主、副下山水溝斷麵圖)。 (3)壓繩輪、托繩輪、外繩導輪及彎道導繩輪組等，根據安裝 圖紙嚴格施工，保證質量。 第六節 設備及工具配備 設備及工具配備情況略。 第五章生產係統 第一節 通 風 施工過程中采用壓人式通風方式，局部通風機安設在—150m井底車場北支巷處。 當中部車場工貫通後，通風機移至軌道下山中部車場工開口以上10m以外新鮮風流中。中部車場Ⅱ貫通後，再移至中部車場Ⅱ以上10m以外新鮮風流中，以此逐段下移。最長供風距離為500m。 一、掘進工作麵風量計算 獨立通風的掘進工作麵實際需要的風量應按瓦斯或二氧化碳湧出量、炸藥用量、人數和局部通風機實際吸風量等規定分別進行計算，並選取其中最大值。 1．按瓦斯湧出量計算： Q=100×q×K=100×0.09~1.8=16.2m3／min 式中 Q——掘進工作麵實際需要的風量，m3／min； 100——單位瓦斯湧出配風量，以回風流瓦斯濃度不超過1％的換算值； q—掘進工作麵的瓦斯絕對湧出量，m3／min；此處兩個工作麵的q為0．09m3／min； K——掘進工作麵的瓦斯湧出不均勻的備用風量係數，此處取1．8。 2．按炸藥量計算： Q=25×A=25×4．95=124m3／min 式中 25——每1kg炸藥爆炸不低於25m3的配風量； A——掘進工作麵一次爆破的最大炸藥用量，此處規定A=4．95kg。 3．按人數計算： Q=4×n=4×12=48m3／min 式中 4——每人每分鍾不低於4m3的配風量； n——掘進工作麵同時工作最多人數，此處n=12。 4．按局部通風機的實際吸風量計算： Q＝Q局×I＝150×1=150m3／min 式中 Q局——掘進工作麵局部通風機的實際吸風量，m3／min；JBT型局部通風機吸風量為150～200m3／min，取150m3／min； I——掘進工作麵同時通風的局部通風機台數，本礦均為1台。 所以，掘進工作麵實際需要風量取以上計算最大值150m3／min。 二、局部通風機、風筒規格選型 1．局部通風機吸風量的確定： Qf＝Qｊ／(60×φc)=124／(60×77％)＝2．68m3／s=161m3／min； 式中 Qf—局部通風機吸風量，m3／s； Qｊ——掘進工作麵需要風量，m3／s；按炸藥量計算為124m3／min； φc——風筒有效風量率，％；取φc＝77％。 2．根據局部通風機吸風量161m3／min，選用JBT-52型局部通風機(1lkW)可以達到要求。 3．風筒采用抗靜電、阻燃風筒，直徑為φ400mm。風簡要吊掛平直，緩慢拐彎，保證風流暢通。 三、掘進工作麵風量驗算 1．按最低風速驗算： 岩巷掘進工作麵最低風量為 Q岩≥g·S岩＝9×10．49=94．4rn3／min 式中 g——按岩巷掘進工作麵最低風速的換算係數，取ｑ＝9； S岩——掘進斷麵積，S岩＝10．49m2。 2．按最高風速驗算： 岩巷掘進工作麵最高風量： Q岩≤240×S岩＝240×10．49＝2518m3／min 式中 240——換算係數； S岩——斷麵積，m2。 3．按掘進工作麵溫度和炸藥量驗算： 炸藥量／kｇ <5 5--20 溫度／℃ 6以下 16--22 23--26 <16 16--22 23--26 需要風量 (1／min—1) 40 50 60 50 60 80 溫度為25℃、炸藥量在5ｋｇ以下時風量為60m3／min。 4．按有害氣體濃度驗算： 回風流中瓦斯或二氧化碳濃度超過1％，即 Q＝P瓦／Q掘≤1％ 式中Q——掘進工作麵需要風量，m3／min； P瓦——瓦斯絕對湧出量， m3／min。 則 Q掘≥P瓦／1％＝0．09／0．01＝9m3／min 掘進工作麵需風量150m3／min滿足以上4個條件，所以選用JBT—52型(11kW)風機。 四、局部通風機安裝地點 安裝局部通風機的地點設在—150m水平北支巷，此處全風壓風量大於局部通風機吸風量，可以保證局部通風機吸人口至掘進工作麵回風道口之間的最低風速。 附圖9：通風係統圖(略)。 第二節 壓 風 風源來自—150m水平空壓機房，選用4L—20／8型和L2—10／8型空壓機各1台。自空壓機房經—150m水平大巷分別用4寸鐵管和1寸膠管送到工作麵。 機房風壓為6MPa，工作麵風壓不小於4MPa。 壓風係統：—150m水平空壓機房→—150m北大巷→軌道下山和輸送帶下山工作麵。 附圖10：壓風係統圖(略)。 第三節 綜 合 防 塵 防塵水源：—150m泵房飲用水管路。 自—150m中央泵房+—150m水平大巷一軌道(輸送帶)下山分別用4寸鐵管和1寸膠管送到工作麵。每100m安設一個三通，工作麵外設4道噴霧。在距工作麵6—15m內安設防爆噴霧，在裝岩機上方安設一道噴霧，實現裝岩噴霧，距工作麵50m內設一道全封閉常開水幕，掘進工作麵的回風口混合風流20m範圍內設一道全封閉常開水幕。 采用濕式打眼、使用水炮泥、爆破噴霧、裝岩灑水、衝刷岩壁、淨化風流等綜合防塵措施。 防塵係統： —150m泵房飲用水管路→—150m水平大巷→軌道(輸送帶)下山 →(巷道水幕、裝岩灑水、裝水炮泥水針、衝刷岩壁水管) 附圖：防塵係統示意圖(略) 第四節 防 滅 火 該工程均采用風鑽濕式打眼，錨噴支護，爆破噴霧降塵。該工程相鄰煤層無自然發火傾向和火區，防火的重點是電纜、機械摩擦和人為火災。上車場和各中部車場均備有砂子，可直接滅火。防火水源來自—150m泵房飲用水管路→—150m水平大巷→軌道(輸送帶)下山，經4寸管路和1寸管路接到工作麵。 防火係統： —150m泵房飲用水管路→—150m水平大巷→(軌道下山工作麵、輸送帶下山工作麵) 第五節 安 全 監 控 一、便攜式甲烷報警儀的配備和使用 礦各科室管理人員、區隊長、技術員、爆破工、 班組長和流動電鉗工等下井時都必須攜帶甲烷報警儀，對所經過的路線和地點隨時進行瓦斯檢測。 放炮員每次放炮時進行“一炮三檢”工作，並做好記錄； 班組長應把常開報警儀懸掛在掘進工作 麵5m範圍內無風筒一側，隨時對工作地點進行瓦斯檢測；電鉗工在檢修地點附近20m範圍內檢查甲烷氣體濃度，有報警信號時必須停止作業、進行處理。 二、甲烷傳感器的配備和使用 輸送帶下山和軌道下山兩個掘進工作麵采用北京仙島新技術公司的KCJl0型甲烷傳感器，通過—150m泵房監控分站與礦KJ66安全監控係統相連。由於本礦為低瓦斯礦井，按規定隻設置掘進工作麵的甲烷傳感器，不再設置掘進工作麵回風流中的甲烷傳感器。甲烷傳感器距工作麵不得大於5 m，並且應有防炮崩措施，具體布置在巷道上方，垂直懸掛，距頂板不得大於300 m m，距巷幫不得小於200 m m，且該處巷道頂板要堅固、無淋水，不得懸掛在風筒出風口和風筒漏風處。 按照< 煤礦安全規程)規定，報警濃度設為大於或等於1％CH4，斷電濃度設為大於或等於1．5％CH4，複電濃度設為小於1％CH4，斷電範圍為輸送帶下山及軌道下山掘進巷道內全部非本質安全型電氣設備。 安全監控設備必須定期進行調試、校正，每月至少1次。甲烷傳感器、甲烷檢測設備，每7d必須使用校準氣樣和空氣樣調校1次，每7d必須對甲烷超限斷電功能進行測試。安全監控設備發生故障時，必須及時處理，在故障期間必須有 安全措施。 必須每天檢查安全監控設備及電纜是否正常，使用便攜式甲烷檢測報警儀或便攜式光學甲烷檢測儀與甲烷傳感器進行對照，並將記錄和檢查結果報監測值班員；當兩者讀數誤差大於允許誤差時，先 以讀數較大者為依據，采取 安全措施並必須在8h內對兩種設備調校完畢。 附圖12：安全監測儀器儀表示意圖(略)。 第六節 供 電 該工作麵掘進施工中，電源來自—150m水平變電所，供電方式為集中供電。 附圖13：供電係統圖(略)。 第七節 排 水 係 統 排水係統： 軌道下山和輸送帶下山工作麵集水→臨時水倉→—150m大巷水溝→—150m水倉→十50m水倉→地麵。 附圖14：排水係統示意圖(略)。 第八節 運 輸 係 統 運矸和運料係統：空車由立井→井底車場→—150m大巷一軌道下山和運輸下山上部車場→工作麵。 工作麵→上部車場→—150m大巷→井底車場→立井→地麵。 附圖15：運輸係統示意圖(略)。 第九節 通 訊 係 統 工作麵均安有電話，能夠直接與調度室、下山上部車場、立井底、—150m中央變電所、空壓機 房、—150m泵房、井上地麵變電所、地麵通風機房和有關科室直接聯係。 第六章 勞動組織與主要技術經濟指標 第一節 勞 動 組 織 采用“三八”製循環作業。循環進度：軌道下山、輸送帶下山和輸送帶平巷為2.0m／d；車場為1.8m／d。日進1個循環。 勞動組織表見表4。 工 種 出勤人員／人 備注 早 班 中 班 夜 班 打眼工 4 3 爆破工 1 1 裝岩司機 1 1 絞車司機 1 1 把勾工 1 1 1 推車工 1 1 攪料工 2 上料工 2 噴漿工 2 電鉗工 1 1 1 開泵工 1 1 1 班 長 1 1 1 合 計 10 11 12 第二節 循 環 作 業 1．合理安排各道工序，進行平行交叉作業。 2．打亂正規循環的補救措施： 提高效率，縮短循環時間，趕上正規循環作業；適當調整循環進度，力爭在本班內搶回，在正規 循環後再恢複正常循環進度；組織力量突擊，適當增加人員、設備，確保正規循環；本班內搶回循環 有困難，可為下班多做一些準備工作，保證下班順利完成循環。 附正規循環作業圖表(略)。 第三節 主要技術經濟指標 主要技術經濟指標見表5。 序 號 項 目 單 位 指 標 備 注 下 山 車 場 1 每循環出勤人數 人 34 34 2 循環進尺 m 2.0 1.6 3 效 率 ％ 0.059 0.047 4 月循環次數 個 27 27 30d／月 5 月進尺 m 54 43．2 6 循環率 ％ 90 90 7 炸藥消耗量 kg／m 8．3 13．88 8 雷管消耗量 個／m 21.5 36．8 9 坑木消耗量 m3／m 0．03 0．03 10 錨杆消耗量 根／m 7 6 11 水泥消耗量 t／m 0．42 0．5 12 砂消耗量 t／m 0．84 1．0 13 石子消耗量 t／m 0．84 1．0 14 速凝劑 kg／m 170 200 第七章安全技術措施 第一節 一 通 三 防 一、通風管理 1．風筒吊掛平直，做到逢環必掛、缺環必補，風筒不準漏風，距工作麵距離不得超過5m，以保證工作麵有足夠風量。 2.加強通風管理，局部通風機必須有專職人員看管，要保持通風機常開不停，任何人不得擅自停機；若需要停機時，必須經通風人員同意後進行。 3．局部通風機要裝有風電、瓦斯聯鎖裝置，停風時能自動切斷供風巷道內的一切電源。並要與[采煤工作麵分開供電。 4．由於停電或者其他原因造成局部通風機不能正常運轉時，要停止作業，切斷電源，撤出人員。在恢複通風前必須檢查瓦斯，當局部通風機及開關附近10m風流中的瓦斯濃度不超過0．5％時，方可繼續施工。 5．巷道貫通前須遵守下列規定： (1)掘進貫通前20m，必須停止一個工作麵作業，並且通風部門要做好貫通後的調整通風係統的準備工作。 (2)貫通前20m，停掘的工作麵必須保持正常通風，設置柵欄和警標，並且經常檢查該工作麵的通風狀況，發現瓦斯超限時要立即處理。在掘進工作麵每次放炮前，瓦斯員必須到停掘的工作麵及其附近風流中檢查瓦斯濃度，隻有在兩個工作麵及其回風流中的瓦斯濃度都不超過1％時，方可放炮。否則，必須停止掘進，進行處理。 (3)每次放炮前必須派專人在能夠通往兩個工作麵的所有通道口距工作麵75m以外站崗警戒。 6．各車場揭露煤層時，要遵守下列規定： (1)要邊探煤邊掘進。即石門開口後，先垂直於頂板打探煤孔，探孑L深度為7m。每探7m向前掘進9m，邊探邊掘，以防突然見煤有大量瓦斯湧出。 (2)每次打探孔時，瓦斯員必須在現場觀察，見煤後瓦斯員要檢查探孔內的瓦斯濃度，發現有瓦斯大量湧出或其他異常情況時，必須停止作業、切斷電源、撤出人員進行處理。 二、防塵管理 1.采用濕式打眼，並且工作麵所有人員都必須佩戴防塵口罩。 2.裝炮時必須使用水炮泥，每眼使用1—2節。 3.裝岩前必須對爆落的岩石進行灑水降塵。裝岩時，必須打開裝岩機漏鬥上方的噴霧，進行降塵。 4.經常衝刷巷道頂幫和管路上的粉塵。 5.距工作麵50m範圍內安設一道水幕，在放炮時必須打開，等放完炮、炮煙吹淨後方可關閉。 6.回風流中的水幕必須常開，不得隨意關閉。 7.防塵工要經常檢查防塵管路，發現問題要及時處理。 三、防火管理 1．電氣設備或電纜著火時，首先要切斷電源，就近使用矸石、砂子或岩粉進行滅火，嚴禁使用水管滅火。 2．因機械摩擦、油脂等引發的火災，要就近使用砂石或水管用水滅火。 3．要控製風流，防止火勢蔓延。 第二節 頂 板 管 理 1．掘進工作麵嚴禁空頂作業。靠近工作麵10m內的支護在爆破前必須檢查，無問題時方可作業。 2．要認真堅持“敲幫問頂” 製度，及時用長柄工具找掉危岩，特別是打眼前、放炮後。 3．找頂工作必須遵守下列規定： (1)找頂工作應由2名以上有經驗的老工人擔任，1人找頂、1人觀察頂板。找頂人員要站在安全地點，觀頂人員要站在找頂人員的斜後方，不得影響找頂人員的退路。找頂前要看好退路。 (2)找頂要從支護完整處由外向裏先頂後幫依次進行，找頂範圍內嚴禁人員進入。 (3)找頂工作人員應戴手套，用長柄工具。注意防止矸石順杆而下傷人。 (4)頂幫遇有大塊矸石或較大麵積離層時，應首先設置臨時支護，保證安全後再由外向裏慢慢找下，不得強刨強挖。 4．每次放完炮後，工作麵工作人員要等炮煙吹淨後，由爆破工、瓦斯員和 班組長首先到工作麵檢查爆破地點的通風、瓦斯、拒爆、殘爆等情況，並由外向裏檢查頂板情況，然後方可在前探支護下進行敲幫問頂工作。 5．爆破後，要及時使用前探支護，並用木楔加緊，然後用板梁、椽杆和木楔著頂，前探支護距離不大於2m。 6．在頂板破碎時，要適當縮小錨杆眼距，或者及時噴射不少於30mm厚的混凝土封閉圍岩，然後打錨杆注錨杆。 7．當巷道開口不能正常使用前探支護時，要用3—4根直徑不小於20mm的優質圓木作為點柱進行臨時支護。點柱要均勻布置在空頂區內，支柱上端要帶一長度不小於1．2m的木帽，並用楔子加緊；柱根要坐在實底上，並有不少於20mm深的柱窩，在臨時支護下進行打注錨杆工作。掘進長度超過4m時，及時采用前探支架作為臨時支護。 8．打錨杆眼注錨杆必須在前探支護下進行，不得空頂作業。 9．每次使用前探支架前，必須檢查各部件是否完好，有問題時要及時更換。 10．注錨杆要使用風錨機，樹脂藥卷固化前，不要使杆體移位或晃動，安注15min後方可預緊錨杆。錨杆必須使用礦用氣扳機擰緊，確保錨杆的錨固力達到50kN，達不到50kN的錨杆要重新補打並且做好記錄。 11．安注的錨杆托板要與岩幫接觸嚴密，嚴禁在托板後麵充填木片、碴石等雜物。錨杆的外露長度不得大於50mm。 12．頂板錨杆在做拉力試驗時，必須在被拉錨杆周圍打設2—3根點柱，頂牢頂板，方可做拉力試驗，做完試驗緊好螺母後，方可回掉點柱。 13．各交岔點在施工時，由於斷麵較大，采用先掘進直巷，超過交岔點的長度後，再以擴幫挑頂的方法施工交岔點。擴幫挑頂時，必須將崩壞裸露的錨杆重新補打，並且要使用2.5m長的錨杆，每根錨杆使用3根K2335型錨固劑。 14．各中部車場石門在穿過煤層時，要遵守下列規定： (1)要邊探煤邊掘進。即石門開口後，先垂直於頂板打探煤孔，探孔深度為7m。每探7m向前掘進9m，邊探邊掘，以保證巷道頂板距煤層底板有2．5m的岩柱。在確定巷道頂板距煤層底板僅有2．5m時，改原支護為架工字鋼棚子噴混凝土支護。此時，循環進度不得超過0．6m。 (2)接近煤層後，要打淺眼、少裝藥、放小炮。眼深不得超過1 m；每眼裝藥量不得超過2卷；每次放炮不得超過2個。 (3)掘進時，支護必須跟頭。前3架棚子施工時臨時支護仍固定在後路巷道的錨杆上。再向前掘進時，臨時支護要使用40型鏈子固定在工字鋼棚子上，用水泥背板著頂。 (4)進入煤層後，落煤方法必須使用手鎬刨上部煤；掘進夠0．6m後，用前探支架托工字鋼梁，梁上著頂，然後再打眼放炮爆破下部岩石，上兩幫柱腿。 (5)背幫頂要使用水泥背板。 第三節 爆 破 1．爆破工要由經過專門培訓學習，有2年以上采掘工齡並持有合格證的人員擔任。爆破工要嚴格執行本作業規程及其爆破說明書。 2．爆破工領取炸藥、雷管時，必須對號領取使用，禁止混用。 3．從成束的電雷管中抽取單個電雷管時，不得手拉腳線、硬拽管體，也不得手拉管體、硬拽腳線，應將成束的電雷管順好，拉住前端腳線將電雷管抽出。抽出單個電雷管後，必須將腳線扭結成短路。 4．裝配起爆藥卷時，必須遵守下列規定： (1)必須在頂板完好、支護完整、避開電氣設備和導電物體爆破工作地點附近進行。嚴禁坐在爆炸材料箱子上裝配起爆藥卷。裝配起爆藥卷數量以當時當地需要數量為限。 (2)裝配起爆藥卷，必須防止電雷管受震動、衝擊，折斷腳線和損壞腳線絕緣層。 (3)電雷管必須由藥卷頂部裝入，嚴禁用電雷管代替竹、木棍紮眼。電雷管必須全部插入藥卷內。嚴禁將電雷管斜插在藥卷的中部或捆在藥卷上。 (4)電雷管插入藥卷後，必須用腳線將藥卷纏住，並將電雷管腳線扭結成短路。 5．裝藥前，首先必須清除炮眼內的岩粉，再用木質或竹質炮棍將藥卷輕輕推人，不得衝撞或搗實。炮眼內的各藥卷必須彼此密接。有水的炮眼，應使用抗水型炸藥。裝藥後，必須把電雷管腳線懸空，嚴禁電雷管腳線、爆破母線與運輸設備、軌道、鋼絲繩、管路、電纜、信號線、，電氣設備等導電體相接觸。 6．嚴格執行“一炮三檢製” (裝藥前、爆破前、爆破後檢查瓦斯濃度)，加強起爆前瓦斯檢查，防止漏檢，避免在瓦斯超限的情況下起爆。 7．起爆時必須使用礦用防爆型發爆器進行起爆。 8.炮眼深度和炮眼的封泥長度應符合下列要求： (1)炮眼深度小於0．6m時，不得裝藥、爆破。 (2)在特殊情況下，如臥底、刷幫、挑頂，確需淺眼爆破時，必須符合下列規定： ①炮泥封滿； ②每孔裝藥量不得超過1卷； ③爆破前，必須在爆破地點附近灑水降塵並檢查瓦斯，濃度超過1．0％ 時不準起爆；④檢查並加固爆破地點附近支護。 (3)當炮眼深度為0．6—1．0m時，封泥長度不得少於眼深的1／2。 (4)當炮眼深度超過1．0m時，封泥長度不得小於0．5m。 (5)當炮眼深度超過2．5·m時，封泥長度不得小於1．0m。 9．炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩餘的炮眼部分應用粘土炮泥或用不燃性的材料作封泥，，嚴禁用煤粉、塊狀材料或其他可燃性材料做封泥。無封泥、封泥不足或不實的炮眼嚴禁爆破。嚴禁裸露爆破。 10．裝藥前和爆破前有下列情況之一，嚴禁裝藥、爆破： (1)掘進工作麵的控頂距離不符合作業規程的規定，或者支護不符合規定。 (2)爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1％。 (3)在爆破地點20m以內，礦車、未清除的煤矸或其他物體堵塞巷道斷麵1／3以上。 (4)炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯湧出、煤岩鬆散。 (5)掘進工作麵風量不足。 11．爆破母線長度和躲炮距離直線直線距離不得小於100m並有掩體，曲線不得少於75m。 12．爆破時，要在所有能通往爆破地點的各通道距爆破地點直線100m並有掩體、曲線75m處 站崗。班長要委派責任心強的人員站崗。警戒線處應設置警戒牌、欄杆或拉繩。巡崗人員要一一察看各站崗人員到位後，再通知爆破工起爆；爆破後，站崗人員要等巡崗人員通知撤崗時方可撤崗，站崗期間不得擅自離開崗位。 13．爆破前，班長必須點清人員，爆破工最後離開爆破地點，由班長下達起爆命令，爆破工以吹口哨為警戒號，每次爆破至少要吹3次哨子，每次間隔5—10s，無問題方可起爆。 14．爆破後，待炮煙吹散後，首先由班長、爆破工到頭上檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、支護、拒爆、殘眼等情況，認真敲幫問頂，找掉活煤、活碴。 ； 15．炸藥、雷管要分箱存放並加鎖，嚴禁亂扔亂放。發爆器的手把、鑰匙必須由爆破工隨身攜帶，嚴禁交給他人。爆炸材料箱必須放在頂板完好、支架完整，並避開機械、電氣設備且不潮濕的地點。爆破時必須把爆炸材料箱放到警戒線以外的安全地點。 16．處理拒爆、殘爆時，必須在 班組長指導下進行，並應在當班處理完畢；如果當班未能處理完畢，當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交接清楚。處理拒爆時，要遵守下列規定： (1)由於連線不良造成的拒爆，可重新連線起爆。 (2)嚴禁用鎬刨、釺子鑽或從炮眼內拉雷管腳線。不論有無殘餘炸藥，嚴禁將炮眼殘底繼續加深；嚴禁用鑽眼的方法往外掏藥；嚴禁用壓風吹拒爆炮眼。 (3)應在距拒爆炮眼0．3m處打一平行炮眼，爆破崩出即可。 (4)爆破後，爆破工要收集殘炮，並收集未爆的雷管。 (5)在瞎炮處理完畢前，嚴禁在該地點進行與處理拒爆無關的工作。 17．通電以後，拒爆時，爆破工應先將發爆器鑰匙取下來，再將爆破母線從發爆器上取下來，扭結成短路，再等15min，才能卷線檢查拒爆的原因。 18．當班的裝藥炮眼應當班放完。在特殊情況下，如果當班留下尚未放完的炮眼，當班爆破工必須在現場向下一班爆破工交代清楚。 19．爆破前，應先加固附近支護，撤出錨杆機、風鑽等工具，用溜槽或舊膠帶護好開關、電纜、潛水泵等設備，以防崩壞。 20．嚴格執行爆炸材料領退 製度。領退要有記錄、簽字，做到用多少領多少，剩餘部分必須交回爆炸材料庫。嚴禁亂扔亂放。 21．運送爆破材料要遵守下列規定： (1)爆破材料箱必須使用耐壓、抗衝撞、防震、防靜電的非金屬容器。 (2)雷管和炸藥嚴禁裝在同一容器內，嚴禁將爆破材料裝在衣袋內。 (3)運送途中不得逗留，應直接運到工作地點。 22．巷道預透前20m，每次裝藥前班長應指定專人到所有能通往預透處的通道站崗。直線距離不得小於100m並有掩體、曲線不得少於75m，且有專人聯絡。爆破工在接到通知後方可起爆。爆破結束後，站崗人員接到聯絡人員撤崗命令後方可撤崗。 第四節 防 治 水 1號煤層頂、底板砂岩中局部裂隙發育地段可能含有裂隙水，但水量最大不超過30m3／h，一般為5—10m3／h。但兩下山掘進工作麵必須裝1台水泵，每100m做一水倉，容量不得小於20m3。 堅持“有疑必探，先探後掘”原則。 第五節 機 電 管 理 1．井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前，必須切斷電壓、檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度低於1％時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢查；檢驗無電後，方可進行導體對地放電。所有開關的閉鎖裝置必須能可靠地防止擅自送電、防止擅自開蓋操作，開關把手在切斷電源時必須閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”字樣的警牌，隻有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。 2．操作井下電氣設備應遵守下列規定： (1)非專職人員不得擅自操作電氣設備。 (2)手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好的絕緣。 3．容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加裝護罩或遮欄等防護設施。 4．電氣設備不應超過額定值運行，防爆電氣設備人井前，應檢查其“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”及安全性能；檢查合格並簽發合格證後，方準人井。 5．敷設高壓電纜應遵守下列規定： (1)電纜吊掛必須用電纜鉤。 (2)巷道中懸掛的電纜應有適當的弛度，並能在意外受力時自由墜落。其懸掛高度應保證電纜在礦車掉道時不受撞擊。在電纜墜落時應不落在軌道或輸送機上。 (3)電纜鉤的懸掛間距不得超過3m。 6．電纜不應懸掛在風簡或水管上，不得遭受淋水。電纜上嚴禁懸掛任何物件。電纜與壓風管、供水管在巷道同一側敷設時，必須敷設在管子上方，並保持0．3m以上的距離。 7．電纜的連接應符合下列要求： (1)電纜與電氣設備的連接，其芯線必須使用齒形壓線板或線鼻子與電氣設備進行連接。 (2)不同型電纜之間嚴禁直接連接，必須經過符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接。 (3)在地麵修補的電纜必須經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。 (4)3台以上的電氣設備必須設置局部接地極。 8．井下防爆電氣設備的運行、維修和修理，必須符合防爆性能的各項技術要求。防爆性能遭受破壞的電氣設備，必須立即處理或更換，嚴禁繼續使用。 9．嚴禁甩掉、停用井下各種電氣保護。 10．存在下列問題的電氣設備及小電器不得下井使用： (1)防爆結合麵鏽蝕、劃痕超過規定。 (2)絕緣座破裂導致接線柱鬆動，接線柱變形或螺紋滑扣。 (3)導電螺栓、螺母鏽蝕超過規定。 (4)喇叭嘴不配套或斷裂、缺損。 (5)開關本體與外殼不配套，轉蓋與外殼不配套、缺手把或轉動不靈活，開關內腔上方導電螺栓與接線鼻連接不牢。 (6)開關的機械閉鎖失效。 (7)開關內缺電源隔離罩、電源危險牌、防塵罩。 (8)開關底托架斷裂或固定不牢。 (9)電機風翅處的護罩與電機外殼固定不牢。 11．電氣設備的隔爆外殼應清潔、完整無損並有清晰的防爆標誌。有下列情況者為失爆： (1)外殼有裂紋、開焊、變形。 (2)防爆殼內外有鏽皮脫落。 (3)閉鎖裝置不全、變形損壞，起不到機械閉鎖作用。 (4)隔爆室的觀察孔的透明板鬆動、破裂或使用普通玻璃。 (5)防爆電機接線盒內缺隔爆絕緣座。 12．電纜引入裝置接線嘴應完整齊全緊固，密封良好。 13．工作麵電氣設備要加強管理和維修，爆破時要撤出20m以外。 14．電氣設備必須使用綜合保護開關、風電閉鎖等安全保護裝置；自動停電時，待查明原因，確認無誤後再人工送電。 15．各低壓 01manbetx 信號都必須使用防爆按鈕，嚴禁明電操作。 16．各機械設備必須定期按時進行注油、檢查、維修，以保證設備良好運行。 17．電氣設備與道軌之間的安全間隙不得小於0．7m。 18．井下照明和信號裝置；應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。不得使用明火、明電照明。 19．井下所有機電設備必須標有“MA”標誌。 20．井下過流保護的整定值必須與計算值一致，並按規定進行電氣試驗，下井前必須進行通濾驗。 21．嚴格執行停送電 製度，停電必須掛牌，工作前進行驗電、放電，嚴禁帶電作業。 22．電修工必須經過專門培訓學習，並經考試合格，持證上崗。 第六節 運 輸 管 理 1．各類司機必須由經過培訓考試合格，並持合格證的專職或兼職人員擔任。裝岩機司機及絞車司機必須嚴格正規操作。 ] 2．施工中采用人力推車時的注意事項： (1)一次隻準推一輛車。人工推罐時，工作人員要頭戴礦燈，注視行車前方，思想集中，開始推罐、停車、掉道、前方有人或其他障礙物和在接近道岔、彎道、巷道岔口時，都必須提前發出警號。 (2)過道岔時要減速，慢速通過道岔；過彎道時，要在礦車外側加力。嚴禁放飛車，推罐工的頭部不能伸人礦車的上方，更不準手扶車沿。 (3)平巷停車要用木楔子製動阻車。 (4)無論空、重車掉道時，上道人員要有專人統一指揮；用鐵道或木料撬車時，不能用力過猛，手腳必須置於撬物上方；在車一側背扛礦車上道時，要注意周圍環境，防止擠傷。 (5)推翻鬥罐時，每次推罐前都要檢查翻鬥插銷是否插好，插好後方可推車。 (6)同方向推車時，前後車距應大於10m，前方停車時要及時通知後方。 (7)在—150m大巷摘鉤時，必須等電機車停穩後方可進行，掛鉤時將重罐掛好，躲到安全地點後，方可通知電機車司機開車。 3．嚴格執行“開車不行人，行人不開車”製度。嚴禁蹬車、趴罐。 4．絞車滾筒前3—5m處必須打設平頭、釘防護板，防止斷繩傷人。 5．絞車司機必須持證上崗，開車前進行以下檢查： (1)各零部件是否齊全，螺絲有無鬆動及缺損現象。 (2)開停車的運轉是否正常，製動閘是否可靠，操作按鈕是否靈敏可靠。 (3)信號是否暢通。 (4)鋼絲繩連接環、連接銷是否齊全和安全可靠，檢查無問題時方可開車。 6．絞車在運行中的安全注意事項： (1)根據信號操作絞車，信號不清或運輸道上有行人或障礙物時不準開車。 (2)運行中，要注意小絞車的運轉聲音是否正常，有異常時立即停車檢查，及時處理。 (3)嚴禁用手排列繩位，開車時思想要高度集中，不準談話逗笑。 (4)若礦車掉道，應立即停車製動，報告班長，組織上道，上道時要統一指揮，安排注意事項，嚴禁強行牽引上道。 (5)使用小絞車運輸時，每次隻能掛一輛空、重車，嚴禁超負荷，礦車使好滿罐繩。 (6)斜巷坡頭必須有可靠的擋車裝置。 (7)每次開車前，都必須檢查翻鬥罐插銷是否插好，插好後方可開車。 (8)坡上回車時，必須執行帶電回車。礦車接近裝岩機時，應減速，避免發生衝撞。 7．上坡掘進時，小絞車運輸必須使用回頭輪，回頭輪要用至少雙股鋼絲繩固定在裝岩機上，每班由班長負責檢查是否牢固。 8．絞車使用時，分段提升。中部車場I以上施工時，小絞車安裝於上部車揚，將重罐提(回)至上部車場，中部車場Ⅱ至中部車場I段施工時，小絞車安裝於中部車場I，將罐提至中部車場I，而後由卡軌車提至上部車場。以下各段，如同中部車場Ⅱ—I段提升。 9.上、下山半路裝卸車時，必須遵守下列規定： (1)絞車司機注意力要集中，按信號開、停車，聽不清信號不準開車，停車時閉鎖閘把必須置於閉鎖位置，防止礦車下滑。 (2)在礦車的下方支設2根戧柱頂住礦車。 (3)上提或下放礦車時，必須有可靠的信號聯係，不得用口令傳遞信號，待人員全部躲到附近安全地點後，方可發出開車信號。 10.上、下山必須設置擋車裝置，在上部車場變坡點前2m處設置一道擋車裝置，在變坡點以下5m處設置一道防跑車裝置，以後每組地擋間隔距離不超過100m。在裝岩機上部5m處另設一道堅固的防跑車裝置。礦車運行時，繩道內和礦車的下方不得有人。巷道內的所有人員必須全部躲到安全硐內。上、下山掘進時，每間隔40m設一安全硐，規格為2．2m×2．2m×4．0m，並設紅燈。行車時紅燈亮，行人必須立即進入安全硐；紅燈熄滅後，方可行走。 11．裝岩機司機必須經過專門培訓，由持有合格證的人員擔任。 12.裝岩機必須固定牢固，上齊卡軌器、底地錨、腿子、斜撐點柱。上山固定裝岩機時，除按上述要求外，還需將裝岩機用鋼絲繩或鏈子固定於頂幫地錨上；下山固定裝岩機時，另需另加設底木梁，底木梁直徑不小於250 mm，柱窩不少於300mm。 13．裝岩機操作規定： (1)裝岩機距工作麵距離宜在6—20m之間。 (2)開機前，司機要通知工作麵人員全部撤到規定範圍以外。 (3)不準用手和工具碰撞運行中的鋼絲繩。 (4)工作時兩個手把要同時使用，但反向手把應輕壓，以防鋼絲繩擺動，造成吊鬥或飛鬥。 (5)耙岩過程中，隨時注意導向輪，以防固定地錨掉下，造成耙鬥失控傷人。如耙鬥阻力過大，不可強行牽引，應將耙鬥適當退回，重新牽引耙鬥。 (6)經常注意機器運轉聲音，發現異常要立即停機處理，處理時要切斷電源進行閉鎖。 (7)在有淋水地點工作時，對電器係統要采取防水措施。 (8)司機作業地點必須掃清浮矸石，不得站在浮矸石上操作。 (9)不得有大於400mm×400 mm的矸石，發現後應先砸碎再行耙裝。 14.裝岩機裝岩前的檢查： (1)裝岩機的固定情況及護身設施。 (2)地錨要牢固，繩輪轉動要靈活。 (3)操縱手把刹車帶要靈活可靠，滾筒、鋼絲繩、對輪和銷子要齊全。 (4)操作按鈕要靈敏可靠。 (5)隨時檢查頂板支護和巷道兩幫圍岩動態，以防掉碴傷人。 (6)機身內不準存碴，以防耙鬥出槽或掉碴傷人。 15．裝岩機停止使用時，必須先停電，並取下操縱把手。裝岩機操作一側的安全間隙不小於0.7m，另一側不小於0．4m。 16．裝岩機在彎巷中使用時，必須清理好機道，主繩和輔繩都要設導向輪，並有專人在安全處指揮和信號聯係。 17．裝岩機作業前，甲烷斷電儀的傳感器必須懸掛在耙鬥作業段的上方。 18．掘進上、下山時，應按下述方法移裝岩機：必須使用絞車牽引，移設前先把上、下山及兩側矸石清理幹淨，鋪好軌道，然後檢查絞車的固定裝置、導向輪是否牢固。上山移設時，卸料槽上的斜撐點柱不得拆除，機械前方、下方不準站人。拆卡軌器、底地錨、腿子時，牽引鋼絲繩應拉直，以防機械突然上竄或下移。拆卸時，工作人員身體不得探人機身內，然後提升、下放，使裝岩機緩慢上或下放；達到預定位置後進行固定。 平巷移設裝岩機時，先將裝岩機兩側及前方的矸石清理幹淨，鋪好軌道；再把裝岩機的簸箕口抬起掛住，並將兩側小門向內關閉，鬆開卡軌器、底地錨，整理好電纜即可移動；人力推移或裝岩機絞車牽引到位後，重新將裝岩機固定牢固。 19．裝岩機司機要嚴格正規操作。在工作時，機身兩側設護身欄杆及點柱，以防鋼絲繩甩出傷人。裝岩機作業時，必須照明。 20．裝岩機使用完後，應把操作手把放在鬆閘位置，切斷電源，卸下手把。 21．卡軌車運輸：待使用後另行補充安全技術措施。 第七節 其 他 一、光爆打眼要求 為保證光爆的效果和質量，除合理選擇爆破參數外，必須嚴格施工操作，才能收到實際效果。 1．必須保證打眼的規格質量，打眼的質量是實現光爆的關鍵，總的要求應使各炮眼達到“平、 直、齊”。即各炮眼互相平行，平行於巷道軸線，各炮眼順直鑽進，各眼眼底應落在同一平麵上。嚴格按爆破圖打眼，消滅“自由式”打眼的錯誤習慣。為保證打眼規格質量，必須采取如下措施： (1)準確看線，掄尺定位。開工前準確地將中腰線引到工作麵上，然後按中腰線準確地定出周邊眼、輔助眼及掏槽眼位置，並在工作麵上做出明顯標誌。 (2)按中線打好第一個正頂眼。打正頂眼時，在釺杆上方頂板上距工作麵1m的地方懸掛一臨時中線，以此保持炮眼沿巷道軸線鑽進；然後將此眼插上炮棍作為導向的標誌，周邊眼打在設計輪廓線上，眼底允許向巷道外偏出50—70mm。在周邊眼輪廓線上遇到軟岩夾層、煤層或層理較發育的部位，應適當增加空眼，作為導向眼。 (3)預量釺長，做到心中有數，保持各眼底落在同一平麵上。 (4)劃分區域，定人定眼，以便熟悉技術、掌握規律，提高打眼速度和準確性。 (5)下山工作麵打眼時，應將底部浮煤、矸清理到實底，排淨積水，嚴禁在水中打眼。每打一個眼，釺子拔出後，立即塞上木塞，防止浮煤、矸石將眼封堵。 (6)下山工作麵打眼時，要隨時注意防止發生跑車、跑水 02manbetx.com ，經常關注這些安全防護設施的有效性，發現問題及時處理。 (7)打眼時，要注意眼的傾角，謹防坡度不夠，巷道忽高忽低不一致。 2．嚴格按要求裝藥聯線，做到認真細致，必須杜絕多裝藥放大炮的習慣做法。在裝藥聯線應做到以下幾點： (1)嚴格檢查炸藥雷管的質量，對受潮、變質、硬化的炸藥禁止使用，對雷管要做導通試驗，以保證所有雷管準爆。 (2)正確加工起爆藥卷。用炮針(銅、木或竹製成)在藥包子端的正中插一孔，將雷管埋人，而不應將雷管從藥包凹麵或側麵插入。 (3)掃清炮眼，逐卷裝入。裝藥時要逐卷裝入，使之接觸，不要幾卷一次插入，不要硬塞猛撞，各藥卷的聚能穴方向要一致，起爆藥卷裝入底端，聚能穴向眼口方向。周邊眼采用空氣柱裝藥方式，即藥圈裝入眼底，再裝上水炮泥，眼孔內全長均留有空氣柱，隻在眼口用炮泥(長度不少於300 mm)進行封堵塞緊。 (4)填塞炮泥要有足夠的長度，除周邊眼外均不得少於400 mm。 (5)細心聯線，避免接地。 3．嚴格按中腰線施工。 二、使用錨杆機時的規定 1．打眼前，必須找掉頂板與兩幫的危岩，確保安全作業。 2．禁止錨杆機平放於地麵。 3．打眼時，不準用手握轉動的釺子。 4．開眼位時，應扶穩錨杆機進行開眼工作。 5．打眼時，不要一味加大氣腿推力，以免降低打眼速度，造成卡鑽、斷釺、崩裂刀刃等 02manbetx.com 。 6．鑽機回落時，手不要扶在氣腿上，以防傷手。 7．鑽機加載和卸載時，會出現反扭矩，操作者更應注意站位，合理把持搖臂手把。 三、風鑽打眼的注意事項 1．打眼前要檢查風水管路是否暢通；零部件是否齊全緊固；注油器內要裝滿機油；運轉聲音是否正常，各操作把手是否靈活可靠，有無漏風、漏水現象，氣腿升降是否靈活等，無問題時方可打眼。 2．鑽眼時，要隨時注意兩幫、頂板，發現有片幫、冒頂危險時，必須立即停鑽處理。 3．在打眼過程中，發現鑽眼機具的零部件、設施等出現異常時，必須停鑽處理。 4．鑽眼時，司機要一手扶住風鑽把柄，一手根據鑽進情況調節操縱閥和鑽架調節閥。鑽杆不要上下、左右晃動，以保持鑽進方向；鑽杆下方不要站人，以免斷釺傷人。 5．司機扶鑽時，要躲開眼口的方向，站在風鑽側麵，兩腿前後錯開；禁止踩空或騎在氣腿上鑽眼，以防鑽杆折斷時風鑽撲倒傷人。 6．多台風鑽同時作業時，要劃分好區域，做到定鑽具、定人、定開眼順序，不準交叉作業。 7．使用風鑽鑽完眼後，應將鑽眼工具、設施撤出工作麵，存放在安全地點；將風、水管閥門關閉，軟管盤放整齊。 8．嚴禁打眼與裝藥平行作業和在殘炮眼內繼續打眼，並必須堅持濕式打眼。 四、文明生產要求 1．巷道內無雜物、浮矸、無積水；上、下山必須用橫向溝將水引入水溝。各種材料工具要分類掛牌，擺放整齊。風、水管路要按要求吊掛好，不得漏風、漏水。 2．行人台階上不得有汙泥。 3．開工前班組長開好班前會，詳細布置各項具體安全、質量、技術要求，要做到責任到人，各負其責。收工後，將各具體工作詳細交代給下一個班組。否則，追究上一個班組的責任。 4。在施工過程中，加強施工質量檢驗，施工時按工序搞好自檢、互檢和交接檢，做好分部分項質量評定和隱蔽工程的驗收，發現質量問題要立即采取措施補救，·不留隱患，確保工程質量符合驗收規範和實際要求。 第八章 災害預防及避災路線 一、災害預防 (一)防治瓦斯的措施 1．嚴格執行瓦斯檢查製度。瓦斯檢查員每班至少2次到工作麵檢查瓦斯，並及時了解工作麵有害氣體狀況，爆破工要做到“一炮三檢”並做好記錄，班組長利用便攜式甲烷檢測報警儀檢查瓦斯濃度，堅決做到瓦斯超限不作業。便攜式甲烷檢測報警儀懸掛在工作麵外5m處。 2．掘進工作麵風流中瓦斯濃度達到1％時，必須停止使用電鑽；爆破地點附近20m以內風流中的瓦斯濃度達到1．5％時，必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理；電動機或開關地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1．5％時，必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。掘進工作麵內，體積大於0．5m3內積聚的瓦斯濃度達到2％時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源進行處理。 3．嚴格執行炮眼布置、裝藥量、炮眼裝填的規定。 4．對發生高冒地點，要及時采取充填或導風措施，防止有害氣體積聚，並將處理結果記人專用記錄本中備查。 5．掘進工作麵供電要與采煤工作麵分開，並使用風電閉鎖裝置。 (二)防治運輸 02manbetx.com 的措施 為防止運輸事故，應采取以下措施： 1．加強絞車司機的業務學習，堅持持證上崗製度。 2．小絞車運輸巷道內均安裝了雙向聲光信號，不許用晃燈、喊話、敲管子等方式代替信號。 3．傾斜巷道必須設置擋車裝置，上坡口設“常閉式”擋車裝置，斜巷中下部設置“常開式”的擋車裝置，以防斜巷跑車傷人。 4．堅持“開車不行人、行人不開車”製度。鋼絲繩有專人定期檢查，司機每班開車前要進行檢查，發現問題及時處理。 5．加強軌道維修和管理。 二、避災路線 若工作麵發生水、火、瓦斯、煤塵等災害時，施工人員應按如下路線進行撤離： 1．若工作麵發生水災，施工人員應按如下路線進行撤離：工作麵→—150m水平大巷→井底車場→立井→地麵。 2．若工作麵發生火、瓦斯災害時，施工人員應按如下路線進行撤離：工作麵→—150m水平大巷→井底車場→立井→地麵。 附圖16：避災路線示意圖(略)。 第二篇 采煤工作麵作業規程 第一部分 編製概要 第二部分 規程編製 第三部分 采煤工作麵作業規程樣本 第一部分 編製概要 第一條 每一個采煤工作麵，必須在開采前，按照一定程序、時間和要求，編製工作麵作業規程。 第二條 規程編寫人員在編寫前應做到以下幾點。 (一)明確施工任務和 計劃采用的主要工藝。 (二)熟悉現場情況，進行相關的分析研究。 (三)熟悉有關部門提供的技術資料。 ， 第三條 作業規程一般應具備下列 圖紙。 (一)工作麵地層綜合柱狀圖。 (二)工作麵運輸巷、回風巷、開切眼素描圖。 (三)工作麵及巷道布置平麵圖。 (四)采煤方式示意圖(采煤機進刀示意圖或炮眼布置圖等)。 (五)工作麵設備布置示意圖。 (六)工作麵開切眼、運輸巷、回風巷及端頭支護示意圖(平麵、剖麵圖)。 (七)通風係統示意圖、運輸係統示意圖、防塵係統示意圖、注漿係統示意圖、注氮係統示意圖、安全監測監控係統(設備)布置示意圖、避災路線示意圖。 (八)工作麵供電係統示意圖。 (九)工作麵正規循環作業圖表。 第四條 采煤工作麵作業規程按章節附圖表，並按順序編號。 第五條 <煤礦01manbetx 》等規定中要求的其他需要編製的專項安全技術措施。 第九條 采煤工作麵在以下情況下需對原作業規程進行修改和補充。 (一)現場地質條件與提供的地質說明書不符； (二)現場需要采用與作業規程規定不同的工藝； (三)采煤工作麵以及運輸巷、回風巷加強支護的支護方式、支護強度需要進行變更； (四)發現作業規程有遺漏； (五)《煤礦 01manbetx 》等規定的其他需要修改、補充的內容。 第十條 編製專項安全技術措施，要參照采煤工作麵作業規程的編製、審批、貫徹程序進行。 第十一條 編製的專項安全技術措施要按照先後順序進行編號，作為采煤工作麵作業規程的附件。 第十二條 出現下列情況之一時必須重新編寫作業規程。 (一)地質條件和圍岩有較大變化； (二)改變了原采煤工藝和主要工序安排； (三)原作業規程與現場不符，失去可操作性。 第二部分 規程編製 第一章 概 況 第一節 工作麵位置及井上下關係 第十三條 工作麵的位置：描述采煤工作麵所處的水平、采區、標高(最高、最低)、幾何尺寸(走向長度、傾向長度、麵積)，以及在采區中的具體位置、相鄰關係。 第十四條 地麵相對位置：描述工作麵周邊(含終采線)在地麵的相對位置、地麵標高(最高、最低)。 第十五條 回采對地麵的影響：描述工作麵的回采對地麵設施可能造成的影響，包括地麵塌陷區範圍、塌陷程度預計，以及對地麵建築物和其他設施的影響程度。 第十六條 描述工作麵相鄰的采動情況以及影響範圍。 第二節 煤 層 第十七條．煤層厚度：描述工作麵範圍內煤層最大、最小、平均厚度及其變化情況。 第十八條 煤層產狀：描述工作麵範圍內煤層走向、傾向、傾角及其變化情況。 第十九條 描述煤層穩定性、結構(夾矸)、層理、節理、硬度等情況，以及對回采的影響。 第二十條 對煤種、煤質進行描述。 第三節 煤層頂底板 第二十一條 煤層頂板(偽頂、直接頂、基本頂)：描述煤層頂板岩石性質、層理、節理、厚度、 頂板分類等情況及其變化情況。緩傾斜煤層采煤工作麵頂底板分類(MT554—1996) 第二十二條 煤層底板(直接底、基本底)：描述煤層底板岩石性質、層理、節理、厚度、底板 分類、底板比壓等情況及其變化惜況。 第二十三條 繪製工作麵地層綜合柱狀圖，能夠反映出直接底、基本底以及不低於8倍采高的煤層頂板的岩性、厚度、間距等。 第四節 地 質 構 造 第二十四條 斷層：描述對工作麵回采有影響的斷層產狀、在工作麵中的具體位置及其對回采的影響程度。 第二十五條 褶曲：描述對工作麵回采有影響的褶曲產狀、在工作麵中的具體位置及其對回采的影響程度。 第二十六條 其他因素：描述陷落柱、火成岩等其他因素對回采的影響。 第二十七條 按比例繪製工作麵運輸巷、回風巷、開切眼素描圖。 第五節 水 文 地 質 第二十八條 含水層的分析：描述對回采有影響的含水層厚度、湧水量、湧水型式、補給關係， 以及對回采的影響情況。 第二十九條 其他水源的分析：描述老空水、地表水、注漿水、鑽孔和構造導水等情況，及其對回采的影響程度。 第三十條 為防止潰沙、潰泥、透水等事故，開采急傾斜厚煤層、特厚煤層時，還應對開采後的上部垮落層的情況進行預計、描述。 第三十一條 工作麵湧水量：描述采煤工作麵正常湧水量、最大湧水量。 第六節 影響回采的其他因素 第三十二條 參考礦井和相鄰采掘工作麵的瓦斯、二氧化碳湧出情況，確定工作麵的瓦斯、二氧化碳等級以及相對、絕對湧出量。 第三十三條 根據有資質的鑒定機構提供的鑒定數據，確定工作麵的煤塵爆炸指數。 第三十四條 根據有資質的鑒定機構提供的鑒定數據，確定工作麵煤層的自燃傾向性；參考相鄰采煤工作麵煤的自燃情況，確定自然發火期。 第三十五條 參考礦井和相鄰采掘工作麵的地溫等情況，分析地溫對回采的影響。 第三十六條 衝擊地壓和應力集中區：描述本采區、相鄰工作麵的衝擊地壓、應力集中區情況及其對回采的影響。 第三十七條 敘述地質部門對工作麵回采的具體建議。 第七節 儲量及服務年限 第三十八條 計算工作麵的工業儲量，根據規定的采出率計算可采儲量。 第三十九條 應采用下列公式之一進行工作麵服務年限(，以月為單位)的計算。 (一)工作麵的服務年限二可采推進長度／設計月推進長度。 (二)工作麵的服務年限二可采儲量／設計月產量。 第二章采煤方法 第四十條 選擇采煤方法，描述選擇依據。 第一節 巷 道 布 置 第四十一條 描述采區巷道布置概況、服務巷道位置和設施情況。 第四十二條 描述工作麵運輸巷、回風巷、開切眼的斷麵、支護方式、位置、用途。 第四十三條 描述其他巷道(聯絡巷、溜煤眼、硐室)的斷麵、支護方式、位置、用途。 第四十四條 開采急傾斜煤層時，需要對區段平巷、溜煤眼、行人眼、運料眼以及聯絡平巷等巷道的斷麵、支護方式、位置、用途進行描述。 第四十五條 采用水力采煤時，應對多水力運輸石門、回風石門、回采垛的尺寸、塊段巷道(采煤頭、溜煤道)以及煤水硐室的布置進行描述。 第四十六條 高瓦斯、煤與瓦斯突出條件下采用排放瓦斯專用巷道、抽放瓦斯專用巷道的，需要對排放瓦斯尾巷、抽放瓦斯專用巷道進行描述。 第四十七條 按比例繪製工作麵及巷道布置平麵圖，能夠反映出井上下對照情況，構造情況，工作麵周邊的巷道、工程情況。 第二節 采 煤 工 藝 第四十八條 簡述采煤工藝。 第四十九條 描述采高、循環進度等。 第五十條 描述落煤、裝煤、運煤、頂板控製方式。 第五十一條 采用放頂煤工藝的，應對采放比、放煤步距、放煤方式、端頭頂煤回收方式、初次放頂(煤)及收尾時的放頂煤工藝等內容進行描述。 第五十二條 采用分層開采工藝的，應確定分層厚度等內容。 第五十三條 采用上下麵同時回采(對拉、順拉)工藝的，應明確上下麵的位置關係和錯距。 第五十四條 采用柔性掩護支架開采急傾斜煤層時，需要明確： (一)支架的角度結構、組成、寬度，支架墊層數和厚度，點柱等； (二)工作麵安全出口及兩巷管理要求； ， (三)擴巷方法、擴巷支護要求； (四)支架的安裝和管理要求(點柱的支設角度、排列方式和密度) (五)回棚(柱)放頂規定； (六)支架下放方式、要求； (七)落煤方式和架內爆破規定； (八)架外放煤方式； (九)支架的拆除方式； (十)收作。 第五十五條 采用倒台階方式開采急傾斜煤層時，需要對各台階長度、相互之間的錯距等作出明確規定。 第五十六條 采用水采工藝的，應做到以下幾點。 (一)明確落煤方式(開式、半閉式或閉式)； (二)根據煤層頂板穩定程度選擇落垛方式及煤垛參數； (三)根據煤體的硬度選擇合理的水壓； (四)，明確水槍的安設位置、安設要求、水壓要求等內容以及水槍的撤出方式、路線等。 第五十七條 使用采煤機割煤，應敘述采煤機的進刀方式、進刀段長度、進刀深度，割煤方式、牽引方式、牽引速度，並繪製進刀方式示意圖。 如果采用人工爆破開切口的，還應參考第五十八條的規定對有關事項進行描述。 第五十八條 采用爆破落煤的，應做到以下幾點 (一)進行炮眼布置設計。描述炮眼具體的布置要求，繪製炮眼布置三視圖(正、平、剖麵圖)； (二)填寫爆破說明書。應包括工作麵的采高、打眼範圍，每循環炮眼的名稱、編號、個數、位置、深度、角度，使用炸藥、雷管的品種，裝藥量、裝藥方式、封泥長度、水炮泥個數、連線方法、起爆順序、炮眼總長度、循環用藥、雷管量等內容。 第五十九條 描述采煤工作麵施工工藝流程，簡要說明從準備、采、支、運、回到整理的流程。 必要時應繪製工作麵工藝流程圖。 第六十條 用下列公式進行工作麵正規循環生產能力的計算。 W＝LSｈγc 式中W——工作麵正規循環生產能力，t； L——工作麵平均長度，m； S——工作麵循環進尺，m； h——工作麵設計采高，m； γ——煤的視密度t／m3； c——工作麵采．出率，％。 第三節 設 備 配 置 第六十一條 描述工作麵采煤、支護、運輸設備名稱、型號、主要技術參數和數量。 第六十二條 采用機采工藝的，應繪製工作麵設備布置示意圖。 第三章 頂 板 控 製 第一節 支 護 設 計 第六十三條 進行工作麵的支護設計。支護設計應包括工作麵、端頭和運輸巷、回風巷支護設備的選型、支柱密度的選擇、基本支架柱排距確定、柱鞋的規格尺寸等內容。 第六十四條 工作麵的支護設計，一般采用以下方法。 (一)采用頂底板控製設計專家係統時，應根據係統要求，合理選取有關參數。 (二)采用類比法時，應根據本煤礦或鄰礦同煤層礦壓觀測資料和經驗公式進行設計。 1．參考本煤礦或鄰礦同煤層礦壓觀測資料，選擇本工作麵礦壓參數，可參考表1。 2．合理的支護強度，可以采用下列方法計算(一般可以采用前兩種方法，取其中最大值即為工作麵合理的支護強度久)。 (1)采用經驗公式計算： Pt=9.81hγk 式中 Pt——工作麵合理的支護強度，kN／m2； h——采高，m； γ——頂板岩石容重，kN／m3，一般可取25kN／m3； k——工作麵支柱應該支護的上覆岩層厚度與采高之比，一般為4—8，應根據具體情況合理選取。開采煤層較薄、頂板條件好、周期來壓不明顯時，應選用低倍數；反之則采用高倍數。 表1 礦壓參數參考表 序號 項 目 單 位 同煤層實測 本麵選取或預計 1 頂底板條件 直接頂厚度 m 基本頂厚度 m 直接底厚度 m 2 直接頂初次垮落步距 m 3 初次來壓 來壓步距 m 最大平均支護強度 KN／m2 最大平均頂底板移近量 mm 來壓顯現程度 4 周期來壓 來壓步距 m 最大平均支護強度 KN／m2 最大平均頂底板移量近 mm 來壓顯現程度 5 平時 最大平均支護強度 KN／m2 最大平均頂底板移近量 mm 6 直接頂懸頂情況 m 7 底板容許比壓 MPa 8 直接頂類型 類 9 基本頂級別 級 10 巷道超前影響範圍 m (2)選用現場礦壓實測工作麵初次來壓時的最大平均支護強度戶Pt。 (3)采用工作麵不同推進階段(頂板來壓、正常推進)按“支護原則”和“防滑的原則’’要求計算支護強度，取其中最大值。 3.支柱實際支撐能力可以采用下列公式進行計算： Pt＝kgkzkbkhkaR 式中 R——支柱額定工作阻力，kN； k——支柱阻力影響係數。 4.工作麵合理的支柱密度，可以采用下列公式進行計算： 　　　　　　　　　　　n=Pt/Rt 式中　n——支柱密度，根／m2； 　　　Rt——支柱實際支撐能力，KN／根。 　　5.根據合理的支柱密度，確定排距、柱距。 6．合理控頂距的選擇：在滿足安全生產的前提下，可以根據工作麵的實際條件選擇控頂距。堅硬頂板控頂距可適當增大，鬆軟、緩慢下沉頂板控頂距可適當縮小，一般應采用“見四回一”的管理方式。 7．柱鞋直徑的計算：柱鞋一般選用圓形鐵鞋。根據支柱對底板的壓強應小於底板容許比壓的原則，采用下列公式計算鐵鞋的直徑。 　　　　　　　　　　φ≥200（Rt／πQ）1／2； 式中 φ——鐵鞋的直徑，mm； 　Q——底板比壓，可以從礦壓參數參考表中查得，MPa。 第六十五條 根據上述有關參數，結合采高等因素，選取合適的支柱並確定選用的頂梁的型號。 第六十六條 選用金屬摩擦支柱進行支護時，應明確升柱器的型號、數量。 第六十七條 綜采工作麵的支護設計，需要根據工作麵合理的支護強度(Pt)，選取液壓支架，並參考表3的內容進行適應性比較。 項 目 工作麵實際條件 支 架 參 數 采 高／m 傾 角／(°) 煤 厚／m 硬 度f 支護強度／(kN·m-2 底板比壓／(kN·m-2) 頂板類(級)別 第六十八條 乳化液泵站設計應包括以下內容： 泵站及管路選型。 泵站設置位置需在相關圖紙上明確標明。 泵站使用規定：泵站壓力調整要求、乳化液泵配製方式、乳化液濃度、檢查方式等。 第二節 工作麵頂板控製 第六十九條 確定工作麵回采時頂板控製方式。描述控頂方法、控頂距離、放頂要求、支柱支設要求、傘簷規定、鋪網要求、護頂方式及要求等。 第七十條 確定工作麵正常回采時特殊支護形式。描述密集支柱、抬棚、戧柱(棚)、叢柱、木垛、貼幫支柱的支設及臨時支護、擋矸等要求。 第七十一條 確定各工序之間平行作業的順序和安全距離，回柱放頂的方法，放頂區內支柱(架)、特殊支護等的回撤方式。 第七十二條 描述頂底板變化、地質構造、應力集中區等特殊地段以及其他時的頂板控製方法和要求。 第七十三條 采用水砂充填或矸石充填控製頂板時，需要明確充填的工藝要求、材料來源、材質要求、工序銜接等內容。 第七十四條 采用放頂煤工藝或采煤工作麵傾角較大時，需要描述增加支架(柱)穩定性、防止鉗架(柱)的方式。 第七十五條 采用水采工藝時，需要描述護槍方式和撤退路線的維護；傾角超過15°時還要描述采空區擋矸點柱的支設方式。 第七十六條 采用人工頂板分層開采工藝時，需要描述造假頂方式、要求、材料以及在回采中防止頂板冒漏的方法等內容。 第七十七條 采用強製放頂工藝的，應進行人工強製放頂設計。 第七十八條 采用放頂煤工藝需要對頂煤進行弱化的，應描述頂煤弱化的措施。 第七十九條 如果工作麵有偽頂、複合頂板時，應確定其控製方式。 第三節 運輸巷、回風巷及端頭頂板控製 第八十條 描述工作麵運輸巷、回風巷超前支護的方式、距離。 第八十一條 描述端頭支護方式、支護質量要求，以及與其他工序之間的銜接關係。 第八十二條 描述安全出口的高度等。 第八十三條 確定各類支護材料的正常使用數量、規格，確定各類備用支護材料的數量、規格、存放地點、管理方法。 第八十四條 繪製工作麵開切眼、運輸巷、回風巷及端頭支護示意圖(平麵、剖麵圖)，反映出工作麵、超前、端頭支護和工作麵運輸巷、回風巷正常支護等情況。 第四節 礦 壓 觀 測 第八十五條 確定礦壓觀測內容。應包括日常支柱(架)支護質量動態監測、巷道變形離層觀測、頂板活動規律分析等內容。 第八十六條 描述礦壓觀測方法，說明工作麵和巷道中礦壓觀測儀器、儀表的選型和安設位置，觀測方式、觀測時段。 第四章 生 產 係 統 第一節 運 輸 第八十七條 確定運輸、裝載、轉載方式，選擇運輸設備。 第八十八條 描述運輸設備的安裝位置、固定方式、推移方式。 第八十九條 描述運煤路線和輔助運輸路線。 第九十條 繪製運輸係統示意圖。 第二節 “一通三防”與安全監控 第九十一條 描述工作麵範圍內通風設施的安設位置和質量要求。 第九十二條 進行工作麵實際需要風量的計算。 工作麵實際需要風量，應按各煤礦企業製定的“通防實施細則”計算或根據瓦斯(二氧化碳)湧出量、工作麵的溫度、同時工作的最多人數、風速等因素分別進行計算後，取其中最大值進行風速驗算，滿足要求時，該最大值即是工作麵實際需要風量。 (一)按瓦斯(二氧化碳)湧出量計算。 一般情況下采用下列公式： Q=100(67) q k 式中 Q——工作麵實際需要風量，m3／min； 100(67)——單位瓦斯湧出量配風量，按回風流瓦斯濃度不超過1％取100計算或按二氧化碳濃度不超過1．5％取67計算； q——工作麵瓦斯(三氧化碳)絕對湧出量，m3／min； k——工作麵瓦斯(二氧化碳)湧出不均勻的備用風量係數，它是各個工作麵瓦斯(二氧碳絕對湧出量的最大值與其平均值之比，須在各個工作麵正常生產條件下，至少進行 5晝夜的觀測，得出5個比值，取其最大值。通常機采工作麵是：1．2—1．6，炮采工作麵尾：1．4～2．0，水采工作麵是k >2。 高瓦斯采煤工作麵實際需要風量的計算，應根據瓦斯抽放後的實際情況計算，具體為 Q=100(67) q k (1—K抽放率) 式中 K抽放率——采煤工作麵的瓦斯抽放率，％。 (二)按工作麵溫度計算： Q= 60vS Q= 60vS K(放頂煤工作麵) 式中 v——工作麵平均風速，可選取空氣溫度與風速對應表中(表4)的相關數值，m／s； S—— 工作麵的平均斷麵麵積，可按最大和最小控頂斷麵積的平均值計算，m2； K——綜放工作麵支架斷麵及工作麵長短的風量調整係數，可從表5中選取。 表4．采煤工作麵空氣溫度與風速對應表 工作麵空氣溫度 ／℃ 工作麵風速v／(m·s-1) 煤層厚度<1．5m 煤層厚度1．5～3．5m 煤層厚度>3．5m <15 0．3—0．4 0．3～0．5 15～18 0．5—0．7 0．5—0．8 0．8 18—20 0．8—0．9 0．8—1．0 0．8—1．0 20～23 1．0—1．2 1．0—1．3 1．0—1．5 23—26 1．5—1．7 1．5—1．8 1．5—2．0 26—28 2．0—2．2 2．0—2．5 2．0～2．5 注：有降溫措施的工作麵按降溫後的溫度計算。 表5 采煤工作麵長度風量調整係數表 采麵長度 0～5 50一100 100—150 150—200 200—250 250—300 300以上 係數K 0．8 0．9 1 1．1 1．2 1．3 1．4 (三)按工作麵每班工作最多人數計算： Q= 4n 式中 n——工作麵同時工作最多人數，人。 (四)按炸藥用量計算： Q= 25 A 式中 A——采煤工作麵一次爆破的最大炸藥用量，kg。 (五)按風速驗算： 1．按最低風速驗算，工作麵的最小風量 Q>15S 式中 S——采煤工作麵平均有效斷麵麵積，m2。 2．按最高風速驗算，工作麵的最大風量。 Q<240S 式中 S——采煤工作麵平均有效斷麵麵積，m2。 (六)根據上述計算，確定工作麵實際需要風量。 第九十三條 如果工作麵布置獨立通風有困難，需采用符合《煤礦 01manbetx )規定的串聯通風時，應按其中一個工作麵需要的最大風量計算。 第九十四條 確定通風路線，描述風流從采區進風巷經工作麵到采區回風巷的路線。 第九十五條 如果工作麵溫度超限，必須進行專門降溫製冷設計。 第九十六條 采用水力采煤時，其采煤點的供風可以參考掘進工作麵作業規程有關風量計算方法和局部通風機選擇、安裝方法進行設計。 第九十七條 防治瓦斯應包括瓦斯檢查和瓦斯監測。 (一)明確瓦斯檢查的有關規定，描述與工作麵有直接關係的瓦斯檢查地點的設置、每班檢查次數、檢查彙報簽字規定，以及瓦斯超限處理、撤人和恢複生產的規定等內容。 (二)明確瓦斯監測的有關規定，描述與工作麵有直接關係的瓦斯監測設施(設備)的設置地點、斷電瓦斯濃度、複電瓦斯濃度、斷電範圍，以及瓦斯報警撤人和恢複生產的規定等內容。 第九十八條 采用瓦斯抽放(排放)係統時，還應說明瓦斯抽放(排放)路線。 第九十九條 確定綜合防塵係統，描述防塵供水管路係統，防塵方式，隔絕瓦斯、煤塵爆炸方式等內容。 (一)明確防塵供水係統，應包括防塵供水管路係統設置、供水參數、防塵設施設置位置等內容。 (二)明確防塵方式，應包括工作麵綜合降塵的各類方式(煤層注水、采煤機內外噴霧，架間噴霧，轉載點噴霧，濕式打眼，裝煤灑水，個體防護，工作麵運輸巷、回風巷淨化水幕和衝刷工作麵運輸巷、回風巷等方式)。 (三)明確隔絕瓦斯、煤塵爆炸方式，包括隔爆設施的設置、水量、管理等要求。 第一百條 明確防治煤層自然發火所選用的消防管路係統及措施。 (一)描述回采期間選用的綜合防滅火方式(注漿、注氮、阻化劑、凝膠、均壓等)，並確定相關的工藝和參數。 (二)確定監測係統，描述束管監測係統安設、傳感器的設置地點、監測要求、自然發火標誌氣體、預報製度，以及氣體超限撤人等內容。 (三)明確特殊時期的防滅火要求，包括工作麵臨近結束、停止正常生產，以及其他意外情況下的防滅火規定。 第一百零一條 繪製通防係統相關圖紙。通風係統圖、瓦斯抽放(排放)係統圖、防塵係統圖、注漿係統圖、注氮係統圖、消防管路係統圖、安全監測監控係統(設備)布置圖等圖紙，可以合並繪製或分單項繪製。 第三節 排 水 第一百零二條 根據工作麵的最大湧水量，選擇排水設備和排水係統。 第一百零三條 明確排水路線。 第一百零四條 繪製排水係統示意圖。 第四節 供 電 第一百零五條 進行供電係統設計，包括以下內容。 (一)選擇供電方式、電壓等級、電氣設備，計算電力負荷。 (二)進行電纜選型計算和電氣保護整定計算。 第一百零六條 繪製供電係統示意圖。應明確供、用電設備情況，電纜種類、長度、斷麵和“三大保護”等情況。 第五節 通 信 照 明 第一百零七條 描述工作麵與車場、變電所、調度室等要害場所(部門)直接聯係的通信設施、電話位置等。 第一百零八條 描述工作麵、轉載點等主要場所的照明係統設置情況。繪製通信、照明係統示意圖。 第五章 勞動組織及主要技術經濟指標 第一節 勞 動 組 織 第一百零九條 描述作業方式。應根據工藝流程和勞動組織，合理安排各工序，盡量做到平行作業、提高工時利用率。 第一百一十條 描述勞動組織方式，說明勞動力配備情況，編製勞動組織表。 第二節 作 業 循 環 第百十一親 繪製工作麵正規循環作業圖表。 第三節 主要技術經濟指標 第一百一十二條 填製主要技術經濟指標表，應明確相關的安全、生產、經濟等指標。可以參考表6的方式、內容編製。 序 號 項 目 單 位 參 數 1 工作麵傾斜長度 m 2 工作麵走向長度 m 3 采 高 m 4 煤層生產能力 t／m3 5 循環進度 m 6 循環產量 t 7 月循環數(循環率) 個(％) 8 月進度 m 9 日產量 t 10 月產量 t 11 工作麵可采期 a 12 在冊人數 人 13 出勤人數 人 14 出勤率 ％ 15 回采工效 t／工 16 坑木定額 m3／104 t 17 摩擦(液壓)支柱丟失率 ‰ 18 金屬頂梁丟失率 ‰ 19 鐵鞋丟失率 ‰ 20 火藥定額 kg／104t 2l 雷管定額 發／104t 22 采煤截齒消耗 個／104t 23 油 脂 kg／104t 24 單位成本 元／104t 25 煤層牌號 26 含矸率 ％ 27 灰 分 ％ 28 落裝煤機械化程度 ％ 第六章 煤 質 管 理 第一百屍十三條 描述煤質指標。 第一百一十四條 敘述提高煤質的措施。 第七章 安 全 技 術 措 施 第一節 一般規定 第一百一十五條 有針對性地敘述與本工作麵相關的安全製度及需要特別強調的措施。 第一百一十六條 敘述交接班進行安全檢查的內容和有關規定。 第二節 頂 板 第一百一十七條 描述工作麵、運輸巷、回風巷的支護質量要求。 第一百一十八條 描述工作麵、運輸巷、回風巷冒頂、煤壁片幫的處理方法、措施。 第一百一十九條 描述所用支護材料的質量要求。 第一百二十條 描述工作麵、運輸巷、回風巷支柱(架)初撐力的要求。 第一百二十一條 描述工作麵應采取的防倒柱措施。 第一百二十二條 描述運輸巷、回風巷加強支護的方式、要求。 第一百二十三條 明確工作麵注液槍的設置、使用要求。 第一百二十四條 描述運輸巷、回風巷支架的回撤方法和要求。 第一百二十五條 描述回柱放頂的安全措施。 第一百二十六條 描述其他頂板控製(如采空區放頂)安全技術措施。 第三節 防 治 水 第一百二十七條 描述工作麵防治水工作的重點區域和需要進一步加強地質勘查工作的區域。 第一百二十八條 描述排水路線、管路發生堵塞、故障情況下的停止作業、撤出所有受水威脅地 點人員、報告礦調度室的應急措施。 第一百二十九條 描述工作麵或其他地點有異常情況，應停止作業及采取的措施等。 第一百三十條 描述其他防治水安全技術措施。 第四節 爆 破 第一百三十一條 描述爆破作業負責人的職責、分工以及相互監督的方式。 第一百三十二條 描述爆破器材領退、使用等安全措施。 第一百三十三條 明確嚴格按照炮眼布置設計要求打眼，並說明打眼前進行安全檢查的內容。 第一百三十四條 明確要使用符合規定的封泥，並堅持使用水炮泥的規定。 第一百三十五條 描述工作麵設備、支柱等防止炮崩的措施。 第一百三十六條 描述爆破必須執行“一炮三檢”製度、具體檢查方法，以及嚴禁裸露爆破(放糊炮、明炮)和短母線爆破的具體規定。 第一百三十七條 描述什麼情況下不準爆破的具體規定。 第一百三十八條 描述其他爆破管理安全技術措施。 第五節 “一通三防”與安全監控 第一百三十九條 描述工作麵通風路線發生進、回風不暢情況下的應急措施。 第一百四十條 描述工作麵采用的各項綜合防塵措施及要求。 第一百四十一條 描述工作麵采用的各項綜合防滅火措施及要求。說明發生高溫點、發現指標氣體等發火征兆時的處理方法和安全技術措施。 第一百四十二條 描述在注氮、注漿、灑阻化劑等防火操作時的安全措施。 第一百四十三條 描述在工作麵區域內的安全監控儀器、儀表使用、懸掛、移動的要求。 第一百四十四條 描述其他“一通三防”、安全監控及外因火災防治安全技術措施。 第六節 運 輸 第一百四十五條‘描述工作麵、運輸巷、回風巷中的運輸設備依次啟動、停止的措施和聯絡方式。 第一百四十六條 描述工作麵、運輸巷、回風巷中的運輸、轉載設備在緊急情況下停機的措施。 第一百四十七條 描述使用帶式輸送機、刮板輸送機等運輸設備時的安全措施。 第一百四十八條 描述要專人操作運輸、轉載、破碎設備，並禁止人員隨意跨越的措施。 第一百四十九條 描述發生大塊煤炭(矸石)卡住運輸、轉載、破碎設備以及溜煤眼上口的處理 方式和安全措施。 第一百五十條 描述輔助運輸中應采取的安全措施。 第一百五十一條 描述其他運輸管理安全技術措施。 第七節 機 電 第一百五十二條 描述工作麵采煤機、運輸機、轉載機、破碎機、帶式輸送機、液壓支架等機電設備的安裝固定、使用、移動、維修時的安全技術措施。 第一百五十三條 明確機電設備的使用和操作實行專職製、設備維護實行崗位責任製、現場交接班製、停送電等製度。 第一百五十四條 描述乳化液泵站、管路等管理措施。 第一百五十五條 描述移動變電站和乳化液泵站的移動、固定方式和安全措施。 第一百五十六條 描述油脂管理的要求。 第一百五十七條 描述機電設備檢修時的安全措施。 第一百五十八條 描述其他機電管理安全技術措施。 第八節 其 他 第一百五十九條 描述工作麵工業衛生、文明生產方麵的內容要求。 第一百六十條 描述其他安全技術措施。 第八章 災害應急措施及避災路線 第一百六十一條 製定發生頂板事故，瓦斯、煤塵爆炸，火災，水災等的應急措施。 第一百六十二條 確定發生災害時的自救方式、組織搶救方法和安全撤離路線。 第一百六十三條 繪製工作麵避災路線示意圖。 第三部分 采煤工作麵作業規程樣本 ________煤礦采煤工作麵作業規程 編號：采××××號 工作麵名稱： 編 製 人： 施工負責人： 總 工程師： 主管礦(井)長： 批 準 日 期： 年 月 日 執 行 日 期： 年 月 日 會 審 意 見 會審單位及人員簽字 總 工程師： 年 月 日 生 產： 年 月 日 通 風： 年 月 日 機 電： 年 月 日 計 劃： 年 月 日 煤 質： 年 月 日 技 術： 年 月 日 地 測： 年 月 日 安 全： 年 月 日 運 輸： 年 月 日 供 應： 年 月 日 勞 資： 年 月 日 存在主要問題 二、處理意見 目 錄 會審意見 第一章 概況 第一節 工作麵位置及井上下關係 第二節 煤層 第三節 煤層頂底板 第四節 地質構造 第五節 水文地質 第六節 影響回采的其他因素 第七節 儲量及服務年限 第二章 采煤方法 第一節 巷道布置 第二節 采煤工藝 第三節 設備配置 第三章 頂板控製 第一節 支護設計 第二節 工作麵頂板控製 第三節 運輸巷、回風巷及端頭頂板控製 第四節 礦壓觀測 第四章 生產係統 第一節 運輸 第二節 “一通三防”與安全監控 第三節 排水 第四節 供電 第五節 通信照明 第五章 勞動組織和主要技術經濟指標 第一節 勞動組織 第二節 作業循環 第三節 主要技術經濟指標 第六章 煤質管理 第七章 安全技術措施 第一節 一般規定 第二節 頂板 第三節 防治水 第四節 爆破 第五節 “一通三防”及安全監控 第六節 運輸 第七節 機電 第八節 其他 第八章 災害應急措施及避災路線 作業規程學習和考試記錄 作業規程補充學習和考試記錄 作業規程複查記錄 第一章 概 況 第一節 工作麵位置及井上關係 一、工作麵的位置 67101工作麵位於東采區+125一+175m標高段，東部為F6斷層邊界煤柱，西麵為采區邊界煤柱，南部為57081工作麵采空區，北部為未開采井田。工作麵底板最高標高為+175m，最低標高為+125m，工作麵走向長380m，傾向長120m，可采麵積為45 600m2。 二、地麵相對位置 該工作麵在桑樓村西北方0．6km，奶頭山以南，地表為丘陵地帶，地麵標高在十527．5～565m之間，工作麵地表為荒地。 三、回采對地麵的影響 由57081工作麵回采情況推算，回采該工作麵可能造成地表出現裂隙情況，裂隙寬度在0～0．2 m之間，裂隙長度在3～10m之間，下雨時可能造成地表滲水。地麵周圍無建築物和其他設施，不會造成其他影響。 工作麵南部為57081工作麵采空區，回采後工作麵壓力往北移動，工作麵距回風巷20～30m內有壓力增大情況。工作麵西部和北部都是未開采井田，東部為F6斷層邊界。 第二節 煤 層 一、煤層厚度 根據運輸巷、回風巷和開切眼掘進巷道探煤情況推斷，工作麵內煤層最大厚度為7．0m，最小厚度為0．5m，平均厚度為4．0m，工作麵由F6斷層往西100m煤層變化較大，厚度變化在0．5—5．0m之間，再由此往西到開切眼，煤層厚度較穩定。 二、煤層產狀 煤層走向75°一85°之間，傾向345°一355°之間，傾角20°---35°之間，平均傾角270°。 三、煤層結構 該煤層屬比較穩定性煤層，由東向西具有厚薄相間的變化趨勢，煤層結構較複雜，在掘進該工作麵運輸巷和回風巷時，由F6斷層往西100m之間出現夾矸，夾矸厚度在0．2～2m之間，夾矸以下煤厚0．5m左右，夾矸以上煤厚1．5m，煤層層理紊亂，煤硬度為1—1．5，回采時煤容易片幫，煤層注水困難。 四、煤質 該工作麵的--'1煤為黑色粉狀，偶見塊狀，鱗片狀薄層，玻璃光澤，煤的原生結構構造不清，強度低，地質疏鬆，易碎，煤的視密度為1．36 t／m3，該煤層為低灰，特低硫，低磷中高發熱量貧煤(發熱量為23mJ／kg)局部為無煙煤，主要用作火力發電，沸騰層發生爐等工業用煤，同時也是上好的民用燃料。 第三節 煤層頂底板 一、煤層頂板 偽頂為碳質泥岩厚度0．3m，直接頂為砂質泥岩和細砂岩，平均厚度的3．5m左右，層理發育含大量白雲母片。基本頂以灰色細粒長石、石英砂岩為主(又叫大占砂岩)微波狀層理，厚度在10—3m。層理發育，含大量白雲母均勻分布，垂直裂隙內充填方解石脈，呈灰白色有吸水性。 頂板岩性組合特征為Ⅱ頂板，工程地質條件較好，易維護和管理，但在頂底為泥質或炭質泥岩地段，可產生片幫冒頂，泥化等不良工程地質現象。 二、煤層底板 直接底岩性以砂質泥岩為主，次之為泥岩或炭質泥岩，平均厚4m，呈深灰色和灰黑色，可見點狀雲母片和黃鐵礦結核，並且水平層理較發育。老底為砂質灰岩，平均厚6m，呈灰黑色薄層狀細砂岩夾砂質泥岩，含有黃鐵礦結核和根莖化石，灰色石灰岩隱晶質蜓科化石。 各類岩石的飽和抗壓強度為：泥岩14．7～52．1 MPa，砂質泥岩15．7—69．8MPa即為較穩定性底板，生產中易於維護和管理。 三、地層綜合柱狀 地層情況見地層綜合柱狀圖見附圖1(略)。 第四節 地 質 構 造 一、斷層 工作麵有兩個傾向斷層，新F6和F6穿過。兩個斷層都是正斷層。新F6斷層走向N17°一31°E，傾向287°一301°，斷麵傾角60°左右，落差在0—2m之間，破碎帶較寬，該斷層距提矸井300m，對工作麵采影響不大，F6斷層走向22°一25°，傾向292°一295°，傾角80°左右，落差為18—20m左右，距提矸井95m左右，工作麵以該斷層為停采線。 二、褶曲 該工作麵地質構造為單斜構造，地層走向75°～85°，傾向345°一355°，傾角25°一27°。 工作麵運輸巷、回風巷，開切眼素描圖見附圖2(略)。 第五節 水 文 地 質 二1煤頂板砂岩含水層，二1煤頂板60m範圍內所含砂岩裂隙含水層組岩性為細中粒砂岩，共發育3～9層，累計厚度為22m左右。砂岩致密堅硬，裂隙不發育且多被方解石脈充填，主要以頂板淋水形式礦坑充水。該含水層補給條件塑富水性較弱。 二1煤層底板灰岩含水層為太原組上段L7一14組成的灰岩含水層組。其中以山石灰岩發育較厚，層位穩定，厚度為9m左右。其岩溶裂隙發育不均，該石灰岩含水層導富水性極不均一，岩溶水補給循環條件中等，回采過程中會出現底板湧水現象，下運輸巷設置水倉，使用水泵排水，對開采煤層影響不大。 在夏秋雨季，工作麵回風巷底板湧水有增大現象，主要有地表水順裂隙滲透到工作麵上部采空區。57081工作麵老窯水大部分順著回風巷水溝或排水管流到水倉內，小部分沿著底板滲透到工作麵。57081工作麵回采結束後進行了注漿灌水，但在掘進該工作麵回風巷之時，隻表現出頂板淋水情況。該麵無地質鑽孔。 工作麵湧水量；工作麵正常湧水量為5m3／h，最大湧水量為10m3／h。 第六節 影響回采的其他因素 根據2004年瓦斯鑒定情況，礦井相對瓦斯湧出量為14m3／t·d，絕對瓦斯湧出量為6．9m3／min。二氧化碳相對湧出量為4．1m3／t·d，絕對湧出量為2．0m3／min，屬於高瓦斯礦井。相鄰67091工作 麵相對瓦斯湧出量為3m3／t·d絕對瓦斯湧出量為3．57 m3／min，根據相鄰工作麵和掘進巷道預計，該工作麵相對瓦斯湧出量為9．5 m3／t·d，絕對瓦斯湧出量為3．96 m3／min，相對二氧化碳湧出量為2m3／t·d，絕對湧出量為0．84 m3／min ，屬低瓦斯工作麵，但按高瓦斯工作麵管理。 根據河南省煤田地質局三隊提供的河南省大金店鎮新新勘探區磴槽煤礦儲量(地質)報告二1煤層煤塵爆炸危險性試驗加岩粉量為50％，火焰長度為10mm，定為有爆炸危險性煤，爆炸指數為10．93％，以往生產過程中未發生過煤塵爆炸事故。煤層有自燃傾向性，本礦曾發生過煤層自燃，其自然發火期為5個月。 地溫衝擊地壓和應力集中區，根據運輸巷、回風巷、開切眼工作麵溫度一般為20°～21°，掘進開切眼和運輸巷時頂板前方有煤炮聲，支架壓裂響聲，地鼓等現象。有時出現片幫或塌落現象，煤層產生明顯震動，伴有巨大響聲的礦震現象。 地質建議： (1)在回采過程中經過斷層及其破碎帶時，要加強工作麵及回風巷的瓦斯檢查，預防瓦斯大量湧出，工作麵的液壓支柱要加固加牢，對壓力增大地點要加密支護，頂板采空區用大荊笆背嚴背實。 (2)頂板冒頂部分用圓木背牢架實，采空區大麵積不垮落地段強製性放頂，防止大麵積垮落。 (3)工作麵每推進20m探測頂底板煤層厚度，推斷工作麵煤炭準確儲量和回采率。 (4)對工作麵底板湧水地段應及時疏通水溝，將水流到臨時水倉並及時排出，記錄該地點的湧水量。 (5)夾矸地段和薄煤帶在圖紙上做出準確記錄。 第七節 儲量及服務年限 該工作麵走向長380m，傾向長120m，平均煤厚4．0m，煤層視密度為1．36t／m3，工業儲量為24．81萬噸，可采儲量為23．57萬噸。 工作麵服務年限為11個月。 第二章采煤方法 該工作麵煤層平均厚度為4．0m，煤層傾角27°左右，頂板易垮落，采用單一走向長壁采煤法。 第一節 巷 道 布 置 磴槽煤礦分為東西兩個采區，東采區的皮帶井為全礦的提煤運輸井，東西采區各自有提矸運料井，兩采區分別有獨自的進風和回風井。東采區的皮帶井和提矸井作為東采區的進風井為東采區的采掘工作麵提供新鮮風。+125m水平運輸大巷擔負西采區和67101工作麵運煤任務。+175m水平岩巷和東回風斜井為采區回風、行人服務。皮帶井和運輸大巷使用帶式輸送機運輸，提矸井使用3t箕鬥提矸運料。 工作麵運輸巷、回風巷使用礦用工字鋼支護。巷道斷麵規格為上淨寬2．0m，下淨寬3.0m，淨高2.1m，淨斷麵5.25m2，運輸巷布置在+125m水平煤層底板上，距+125m水平岩巷的水平距離為50m左右。回風巷布置在+175m水平煤層底板上，巷道求平不求直，始終保持十0030'坡度，主要用於運料、回風、行人。運輸巷求直不求平。每隔80m保持一條直線，主要用於運煤，進風和行人，巷道鋪設40t的刮板運輸機運煤。開切眼斷麵規格為上淨寬1.8m，下淨寬2.8m，淨高2.0m， 使用礦用工字鋼和單體液壓支柱支護。開切眼距提矸井西450m，方位與提矸井方位一致為359°50′。 皮帶井和提矸井在十175m水平和+125m水平各有兩條繞巷，巷道為半圓拱形斷麵，使用錨矸、噴漿支護，巷道淨寬2．8m，淨高2．5m，淨斷麵6.1m2。十175m水平繞巷主要用於運料、行人使用。十125m水平繞巷主要用於進新鮮風和行人。皮帶井和提矸井在+175m水平和+125m水平正上方各有一個煤倉，使用錨噴支護。皮帶井煤倉轉載煤炭使用，提矸井煤倉轉載矸石時使用。 67101運輸巷每隔80m有一石門巷道與十125m水平運輸大巷相連，石門巷道長50m，斷麵規格為淨寬2．8m，淨高2．5m的半圓拱。坡度為2°30′，主要用於轉載運輸、進風和行人。 67101工作麵巷道布置圖見附圖3 (比例1：2 000)(略)。 第二節 采 煤 工 藝 該工作麵用爆破落煤和放頂煤工藝，其工藝過程為：工作麵分成三段，一段在一個班內工藝流程為：打炮眼+移置輸送機一爆破落煤一修理歪扭棚+打鉸接頂梁支護頂板—人工裝煤+刮板輸送機運煤一升單體液壓支柱，同時工作麵另一段進行工作為，派人回柱放頂，打眼注水，打炮眼，下一班工序與上一班相同，爆破落煤采高為2．0m，放頂煤放至大塊矸石流出為止。每天一個循環，一個循環推進1．2m。 一、爆破落煤 打眼工提前5小時下井到工作麵打眼。用兩台煤電鑽分段同時打眼。炮眼角度為：炮眼與煤壁夾角為85°～90°，頂眼仰角為5°～10°，底眼在垂直麵上向底板方向保持10°～20°的俯角，為了避免崩翻輸送機，底眼眼底高出底板約0．3m，底眼眼底的爆破最小抵抗線位於輸送機上部水平麵以上。為了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗線朝向兩柱間的空檔。 炮眼布置方式：炮眼采用三花跟沿傾斜方向布置，這樣爆破裝煤效果及拋到采空區的煤較少，打眼勞動強度低，炮眼深度1．2m，裝藥量根據煤質而定。一般情況下頂底眼裝藥量為300g，煤軟時，每個眼可裝藥150g，每個炮眼封泥長度不小於0．6m。 爆破方法：采用串聯法連線，嚴禁采用並聯連線爆破。一次裝藥一次起爆，禁止一次裝藥分次起爆，為了保證輸送機不被爆破落煤壓死。每班炮眼分兩次起爆，一次起爆的長度為20m。 二、裝煤與運煤 工作麵采用SGW—40T型刮板輸送機運煤，在單體液壓支柱及鉸接頂梁所構成的懸壁支架掩護下，輸送機移到第1、2排之間。爆破落煤後開動輸送機把爆破後落在輸裝煤。在班幹部陪同下回收采空區的放頂煤，每10m放三個溜煤口，利用溜煤槽使煤直接溜到輸送機上運出工作麵。 三、工作麵支護和采空區處理 工作麵使用單體液壓支柱和鉸接頂梁支護。采用正懸壁齊梁直線柱布置，最大控頂距為4排支柱，最小控頂距為3排支柱，排距為1．2m，柱距為0．55m。 當工作麵推進到第四排支柱時，對采空區處理進行回柱放頂，使采空區直接頂直接垮落。並且使用大荊笆堵住矸石，防止垮落矸石滾到工作麵。 四、放頂煤工藝 (1)煤層厚度0．5～7．0m之間，平均厚度4．0m，工作麵采2．0m厚的煤，放煤厚度為0～5m，即采放比為1：2．5。 (2)工作麵每推進1．2m，進行一次放頂煤，即放煤步距為1．2m。 (3)工作麵采用低位單輪，間隔多口放煤，即沿工作麵傾斜方向，每10m距離分三個放煤口，放煤口與槽沿平齊，開口規格0．4m×0．4m，開口間距2．5～3．0m。 (4)距下端出口5m，不放頂煤，上端放煤要按工作麵要求放淨。 (5)初次放頂煤，在初期來壓以後開始放頂煤，即工作麵推進到13～15m以後，工作麵推進到停采線以後，停止放頂煤。 五、正規循環生產能力 W＝LSｈγc 式中W——工作麵正規循環生產能力，t； L——工作麵平均長度，120m； S——工作麵循環進尺，1.2m； h——工作麵設計采高，4.0m； γ——煤的視密度1.36t／m3； c——工作麵采出率，93％。 代人數據，計算得工作麵正規循環生產能力為728．5t。 第三節 設 備 配 置 工作麵使用MZ—1．2型煤電鑽打眼，選用DZ22型單體液壓支柱和HDJA—1200型鉸接頂梁支護，荊笆和川杆背頂，采空區用大荊笆背幫。使用40T和40TX型刮板運輸機送煤。 第三章頂板管理 第一節 支 護 設 計 一、工作麵支護設計 參考本礦同煤層礦壓觀測資料，選擇本工作麵礦壓參數。工作麵合理的支護強度： Pt=9.81hγk 式中 Pt——工作麵合理的支護強度，kN／m2； h——采高，2m； γ——頂板岩石容重，2.5T／m3； k——工作麵支柱應該支護的上覆岩層厚度與采高之比，一般為4—8，此處取6。經計算，則Pt=294.3 kN／m2 1．單體液壓支柱實際支撐力 Rt＝kgkzkbkhkaR 式中 Rt——單體液壓支柱實際支撐力，kN； Kg——支柱工作係數，0．99； kz—支柱增阻係數，0．95； Kb——支柱不均勻數，0．9； Kh——采高係數，1·0； Ka——傾角係數，0．9； R——支柱額定工作阻力，300kN。 經計算得 Rt =228．5kN 2．工作麵合理的支護密度 n=Pt/Rt =294．3／228．5=1．29根／m2 式中　n——支柱密度，根／m2； 　　　Rt——支柱實際支撐能力，KN／根。 3．工作麵柱距、排距 a=(NS)/(Nb+F) 式中 N—— 工作麵支柱排數，4； S——每根支柱的支護麵積，1／1．29m2； F——機道上方梁端至煤壁距離，0．6m。 經計算得 a=0．57m 根據以上計算的支護強度，工作麵柱距、排距確定工作麵選用DW22型單體液壓支柱和HDJA—1200型鉸接頂梁支護頂板。 二、乳化泵站設計 泵站及管路選型：乳化液泵站選在+175m水平輸送帶井繞巷處，管路選用直徑為19mm的鐵管。 泵站使用規定： (1)泵站必須安放平穩，固定牢固，停放在頂板完整，無片幫、無淋水處。 (2)堅持使用乳化液濃度配比儀，乳化液濃度必須保證2％～3％，曲軸箱內潤滑油合格，油位在油位線之間，油槽內潤滑合格，油繩放置合理，並有合格的過濾網。 (3)泵站壓力表動作靈活，壓力達到額定值，必須保證不低於18MPa。 (4)泵件、泵箱、液壓管路無漏、串液現象。 (5)曲軸箱內溫度不得高於50°，不低於5°。 第二節 工作麵頂板管理 一、工作麵支架布置方式 (1)工作麵選用DZ22型單體液壓支柱和型鉸接頂梁支護頂板，按頂梁懸掛方式布置為齊梁中心柱，頂梁布置為正懸臂，在采空區和煤壁側懸臂長度各為0．6m，煤層傾角24°～30°，傾角每6°～8°支柱上仰1°，支柱迎山角為3°～5°，使用荊笆墊柱底，防止底板光滑而滑倒支柱底必須有柱窩。 (2)工作麵采用“三四排”控頂，最大控頂距4．8m，最小控頂距3．6m，放頂距1．2m，支柱排距1．2m，柱距0．55m，輸送機行人道寬度1．2m，堆放支柱頂梁，荊笆的材料道寬1．2m。 (3)工作麵煤壁不得留有傘簷，鉸接頂梁末端靠在煤壁上，並有梁窩，有片幫的地方必須使用大荊笆和圓木背實，防止大量片幫。 (4)頂板使用小荊笆和川杆背實，以不露煤為原則，每排距之間使用7根川根，川杆直徑不小於40mm，川杆因壓力折斷時需及時更換。對頂板冒落而不實的部分必須使用坑木及時架木垛，預防頂板大麵積垮落而壓塌支柱。 二、頂板來壓的支護措施 (1)在采煤過程中，必須檢查並注意頂板及周圍情況。若發現明顯來壓現象必須停止采煤工作，加強工作麵支架的維護，適當加密工作麵支架，並按0．4m間距加密切頂斜抬棚和貼幫支柱，沿采空區一排支柱打一羽哦棚，正常情況下一梁一柱，並使用木鞋板打緊戧支棚，當頂板壓力增大時，加密支柱，實現一梁二柱。 (2)回柱采空區頂板不垮落，其懸頂沿走向大於5m，要按0．4m間距在該處及其上下各3m的範圍內加密斜抬棚腿。 當其懸頂長度大於10m時，則在工作麵懸頂段沿傾斜方向每5m架設一組叢柱，每叢柱不得少於5根支柱；當懸頂段達15m時，每5m架設一個木垛，並及時報礦領導研究采取強製放頂措施。 三、回柱放頂方法及回柱工藝 采用垮落法處理采空區，人工回柱放頂。回柱放頂順序嚴格執行由下而上、由裏向外的原則，回柱時采用由下而上依次分段作業，分段長度不小於20m，在分段交接處必須提前沿走向打好擋矸支柱，堅持先支後回，回柱時必須超前回柱6～7m打好戧棚，並保持後路5．0m內暢通，放頂處用0．8X1m2的荊笆擋在新打好的支柱處，防止大塊矸石垮落後滾下傷人。 回收的液壓支柱要支在材料道的頂梁上，防止下滑傷人，鉸接頂梁堆放在材料道內，放齊碼好。 回柱放頂距回收采空區舍幫煤的最小距離不小於6m，回柱放頂在回收舍幫煤上段時，必須在其上段打一牢固的閉子。 第三節 回采巷道及端頭頂板管理 一、工作麵端頭支護和平巷超前支護 (1)采煤工作麵端頭是指采煤工作麵與工作麵運輸巷和工作麵回風巷接合的部位，它包括工作麵機頭和機尾的設備區。巷道端頭區即巷道與工作麵交叉部位，工作麵前方支承壓力影響區。煤壁後方支承壓力影響區。 (2)工作麵運輸(回風)巷超前工作麵掛1—2列鉸接頂梁，頂梁下架設單體液壓支柱，實現一梁一柱，超前工作麵煤壁20m範圍內的運輸(回風巷)架超前支護，架設單列鉸接頂梁和單體液壓支柱，臨近工作麵10m超前支護架設雙列鉸接頂梁，後10m架設單列鉸接頂梁。超前支護巷道內支架要完整無損，其高度不得低於1，6m。 二、端頭的特殊支護 工作麵運輸(回風)巷中，從工作麵煤壁至放頂線之間，原梯形梁靠工作麵側架設走向抬棚。移工作麵輸送機機頭時，撤除靠工作麵側的棚腿。放頂線後方運煤巷的維護長度不得超過1．2m，原巷道上幫距梯形棚梁端0．5m處支設一排走向擋矸支柱。機尾後方1．0m處支設傾斜支柱，柱距為0，25m。 三、運輸巷、回風巷支架的回撤 工作麵支架均隨工作麵放頂進行回撤。要求該支架後方與工作麵切頂線整齊。運輸巷回棚在縮短輸送機後進行，采用人工回撤梯形棚，用單體支柱托住棚梁然後拉出棚腿，在護身支柱保護下遠距離卸載，頂板垮落穩定後用長把鉤取出棚柱。為防止瓦斯積聚，必須要對工作麵回風巷支架可超前切頂線一排或半排進行回撤，回撤後回風巷上幫以下4m範圍的切頂線要加特殊支柱，柱距為0.25 m，以確保上出口行人安全。 四、備用支護材料數量及存放地點 回風巷距工作麵30—100m範圍內必須經常存放有備用材料，其中單體液壓支柱60根，鉸接頂梁60根，坑木2．0m3，以備搶險時急用，此材料隨用隨補，嚴禁短缺。工作麵每日所需的大荊笆、小荊笆等應根據工作麵需用量每班運到。並在回風巷內碼放整齊，不得影響行人和運料。 第四節 礦 壓 觀 測 加強礦壓觀測，成立礦壓觀測小組，組長為高全治，成員：曹占營、李學軍、張遂章、王有林等。 觀測小組必須做到以下要求： (1)要求人員組織到位，培訓到位，觀測儀器落實到位。 (2)礦壓觀測人員每班測出的數據，由組長負責收集、整理，要及時將工作麵情況向生產礦長、安全礦長、總工彙報，采取應急措施。 (3)觀測人員要不定期對支柱抽查，發現支柱初撐力低，有權讓現場作業人員進行二次補液，否則不準作業。 (4)觀測人員發現支柱工作阻力達到額定阻力或有相當一部分支柱安全閥開啟現象，提醒作業人員采取措施或撤離工作麵，並向井長和調度室彙報。 第四章生 產 係 統 第一節 運 輸 係 統 一、運輸設備選擇和安裝 工作麵使用40t刮板輸送機、運輸巷使用40t刮板輸送機，石門巷道使用650mm寬輸送帶，運輸大巷使用800mm寬輸送帶，斜井使用800mm寬大傾角輸送帶提升，地麵使用800mm寬輸送帶直接到煤倉，除運輸大巷與斜井交接處使用煤倉轉載外，其餘全部是直接轉載。 工作麵中部下端及運輸巷交接處各安裝一台刮板輸送機，機尾用兩根單體滾壓支柱固定牢穩，運輸巷每80m鋪設一台輸送機，機頭設置在石門巷道交叉處，石門巷道的帶式輸送機機頭設置在與運輸大巷交接處，機尾處使用單體液壓支柱固定穩。 二、運煤係統 工作麵→運輸巷→石門巷道→運輸大巷→煤倉→輸送帶井→帶式輸送機→地麵煤倉。 三、運料係統 地麵材料庫→提矸井→175m水平繞巷→回風巷→工作麵。 第二節 一通三防與監控係統 一、通風設施設置 工作麵下運輸巷貫通了4個石門巷道，除進風石門外，其餘4個石門都必須安裝隔離風門。 +175m水平輸送帶繞巷和提矸井繞巷分別安裝一組正反向隔離風門。工作麵回柱放頂處和上隅角各安設一個風簾。風門要完好結實嚴密、不漏風，風門能自動關閉並且有風門連鎖裝置。 二、工作麵實際需要風量的計算 工作麵實際需要風量根據瓦斯、工作麵溫度、炸藥和同時工作的最多人數分別進行計算，取其中最大值進行風速驗算，滿足要求時，該最大值即是工作麵實際需要的風量。 1．按瓦斯湧出量計算 Q=100q k 式中 Q——工作麵實際需要風量，m3／min； q——工作麵瓦斯(三氧化碳)絕對湧出量，3.96m3／min； k——工作麵瓦斯(二氧化碳)湧出不均勻的備用風量係數，取1．8。 由此計算得 Q= 713m3／min 2.按工作麵溫度計算 Q= 60vS K(放頂煤工作麵) 式中 v——工作麵平均風速，可選取空氣溫度與風速對應表中(表4)的相關數值，1.5m／s； S—— 工作麵的平均斷麵麵積，可按最大和最小控頂斷麵積的平均值計算，4.2m2； K——工作麵長短的風量調整係數 ，1。 由此求得 Q=378m3／min 3.按工作麵每班最多工作人數計算 Q= 4n 式中 n——工作麵同時工作最多人數，80人。 由此求得 Q= 320 m3／min 4．按炸藥用量計算 Q= 25 A 式中 A——采煤工作麵一次爆破的最大炸藥用量，16kg 由此求得 Q=400m3／min 5．按風速計算 工作麵的最小風量 Q>15×4．2×2 m3／min＝126 m3／min 工作麵的最大風量 Q<240×4．2×2 m3／min＝2 016 m3／min 根據以上計算，工作麵實際需要風量取713m3／min。 三、通風路線 行人進風斜井→+125m水平運輸大巷→進風石門→+67101工作麵運輸巷→67101工作麵→67101回風巷→175m水平回風巷→東區專用回風井→地麵。 四、瓦斯防治 (1)瓦斯檢查地點：工作麵進風巷、回風巷、工作麵的風流中，工作麵上隅角、頂板冒落空洞，電動機附近等固定點，每班檢查次數不少於三次，並向調度室彙報，放炮員躲避地點，放炮地點附近20m風流中、回柱放頂處要加強瓦斯檢查。 (2)瓦斯檢查班報表必須有上班、本班、下班瓦斯檢查員簽字，檢查地點的瓦斯記錄。做到班報、牌報、日報三對照，不得空班、漏檢、假檢。 (3)當工作麵風流中瓦斯達到1％時，停止用電鑽打眼，爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1％時，嚴禁爆破。 工作麵及其進、回風巷道內，體積大於0．5m3的空間內積聚的瓦斯濃度達到2％時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。 (4)工作麵風流中，電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯達到1．5％時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員進行處理。 工作麵回風巷風流中瓦斯濃度超過1％(或二氧化碳濃度超過1．5％時·)必須停止工作，撤出人員，采取措施進行處理。因瓦斯濃度超過規定被切斷電源的電氣設備，必須在瓦斯濃度降到1％以下時，方可通電啟動。 (5)工作麵安裝瓦斯斷電儀，並且與礦井安全監測係統連網在一起，工作麵風流中，工作麵回風巷風流中各安裝一個甲烷傳感器，前者安裝具體位置在回風巷距離工作麵小於10m的風流中，後者安裝在回風巷距離混和風流10～15m處的風流中。它們的報警濃度不小於1％(CH4)，工作麵風流中傳感器斷電濃度不小於1．5％(CH4)，斷電範圍為工作麵及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備，回風巷風流中傳感器斷電濃度不小於1％(CH4)，斷電範圍是工作麵及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備，它們的複電濃度都是小於1％(CH4)。 五、綜合防塵係統 1．防塵供水係統 地麵水池→皮帶井→175m水平繞巷→工作麵回風巷→工作麵； 地麵水池→皮帶井→125m水平繞巷→125m水平運輸大巷→石門巷道→工作麵運輸巷→工作麵。 供水管路每隔50m安裝一個三通裝置，平時定期衝洗巷道使用。皮帶井使用直徑3寸水管，工作麵的回風巷、運輸巷、石門巷道使用直徑2寸水管，工作麵使用直徑1寸的軟水管。 2．防塵方式 工作麵實現煤層注水，沿傾斜方向每隔6m打一個注水眼，打眼深度為4m，使用高壓注水槍注水，每個眼注水到大量注水向外流出為止，每次爆破落煤後，先灑水降塵後再人工攉煤到輸送機上。 輸送機轉載點、皮帶轉載點都安裝噴霧灑水裝置，工作麵運輸巷、回風巷各設置兩組淨化水幕，每天對工作麵運輸巷、回風巷衝刷一次，工作麵作業人員工作時戴好防塵口罩。 3．隔爆設施的安裝 工作麵運輸巷和回風巷各設置一組隔爆集中水棚；水棚設置在直線段巷內，與工作麵的距離保持在60～200m。棚區長度不得小於20m，水量不小於200L／m2。水袋棚安裝方式的原則是：當受爆炸衝擊力時，水袋中的水容易灑出。兩個水袋之間間隙不得大於1．2m，水袋邊與支架、頂板之間的距離不得小於0．1m。 六、防治煤層自然發火 (1)根據地質報告，我礦二1煤層自然發火期為5個月，因此上一個工作麵57081回采結束進行注水灌漿，6個月後再沿著57801工作麵采空區掘進67101工作麵回風巷，停采線前後30m掘進67101工作麵回風巷時，保留有4m的保護煤柱，保證不向采空區漏風。 (2)加強工作麵回風巷檢查，特別是沿采空區一側和冒頂部分，對冒頂部分必須堵嚴背實，不能背實的地方須加強瓦斯溫度的檢查，如有自然發火預兆，應及時采取措施處理。 第三節 排 水 係 統 工作麵運輸巷是求直不求平，在平巷低處設置臨時水倉，根據工作麵正常湧水量5m3／h，水倉容積不得小於40m3，安設兩台20kW水泵，一台工作，一台備用，湧水直接排到主水倉，工作麵排水管直徑3寸，主水倉使用型號D85—6X77排水泵三台，一台正常使用，一台備用，一台檢修，排水管直徑150 mm。 排水路線為： 工作麵→運輸巷→臨時水倉→排水管→主水倉→直徑150 mm排水管→地麵水池。 第四節 供 電 係 統 一、供電簡述 供電電源來自東采區中央變電所，由一台KBSG—400kVA變壓器供工作麵使用，電壓660V，其供電設備、電壓等級、電纜種類、電纜斷麵，饋電開關額定值，安全係數“三大保護”都符合供電係統的安全要求。 供電係統圖略。 二、機電設備的安裝與驗收 所有機電設備的安裝一律按照《機電完好 標準)執行，特別是煤電鑽、接線盒、按鈕這些經常移 動的設備堅決不能失爆，帶式輸送機要謹慎安裝，跑偏裝置隨機控製，煙霧傳感器要始終靈敏可靠。 機頭處必須配有滅火器。輸送帶經礦機電科驗收後，方可投運。機頭前後20m不能用可燃性材料支護。 第五節 通訊照明係統 工作麵上、下出口，+125水平煤倉上、下各安裝一個防爆直撥電話，可直接與絞車房、變電所、調度室電話直接聯係。 工作麵運輸巷與石門轉載點，運輸大巷與煤倉轉載點各安裝一盞防爆日光燈，運輸大巷每隔20m安裝一盞防爆日光燈，日光燈若有損壞，不亮者及時更換。 第五章 勞動組織和主要經濟技術措施 第一節 勞 動 組 織 工作麵采用“三八”工作製度，邊采邊準的作業方式，循環進度1．2m，循環方式是晝夜單循環。 其作業方式為： 交接班→移輸送機→打點柱→爆破落煤→打鉸接頂梁、支護頂板→人工攉煤。 勞動組織采用專業和綜合工種相結合的分段作業方式，除裝藥放炮，機電維修，回柱放頂由專人負責外，其他工序由若幹小組，分段完成采、支、攉等任務，班出勤為71人。 第二節 主要經濟技術指標 主要經濟技術指標略。 第六章煤質管理 一、煤質指標 煤質參數：灰分13．18％，揮發分9．56％，水分0．39％，含硫量0．65％，含磷0．022％，發熱量23MJ／kg。 二、提高煤質和采出率措施 (1)加強頂板控製，提高支護質量，防止局部冒頂。 (2)工作麵出現大於70m的矸石必須撿人采空區，在工作麵下出口和運輸大巷設專人撿矸。 (3)轉載點防塵使用噴霧灑水，嚴禁用水直接向煤內加入，清理疏通水溝，確保井下排水不進入運煤係統。 (4)沿切頂線設置擋矸石的坑木和大荊笆，兼作擋煤使用。 (5)收淨工作麵浮煤後方可回柱 第七章安全技術措施 第一節 一般規定 (1)工作麵回采之前，由東區生產井長和安全井長負責組織人員，由安全井長貫徹學習，經礦和煤炭局審批的該回采工作麵作業規程。學習後由安全科出 試題進行考試，成績合格方可下井作業。不合格的人員必須補考，考試及格後再下井作業。請假人員或新工人上崗前必須進行學習考試，合格 者才能下井作業，工人學習考試成績分別登記在(作業規程)貫徹考試記錄表上。 (2)對工人貫徹該作業規程時，同時再貫徹一次 <磴槽煤礦綜合 管理製度)中安全基本 管理製度，對違章範圍的處罰規定，炸藥雷管管理，便攜式瓦斯報警儀 管理製度等製度加強學習。 (3)交接班製度： ①對工作麵工程質量，安全狀況以及遺留問題等，上、下兩個班的班組長、安全員、技術員必須在現場交接清楚，並向采區井長彙報。 ②工作麵各工作點的采、支工也必須在現場將本工作點的工程質量及安全狀況向下一班人員進行交接。 ③機電各崗位操作人員必須在現場交接所管設備，嚴格執行崗位責任製，保證設備安全運轉。 第二節 頂 板 管 理 1．工作麵頂板支護安全技術措施 (1)工作麵必須保持兩個暢通無阻的安全出口，一個通到回風巷，一個通到運輸巷，工作麵的安全出口要經常維護，兩出口處不得堆放材料，在出口處的20m範圍內其高不得低於1．6m。 (2)在安全出口處嚴禁留台階，因地質變化等原因造成有台階時，必須采取措施處理，使用結實繩子捆綁在支柱上，使人能安全上、下。 (3)禁止將支柱打在浮煤或浮矸上，支柱要有小荊笆墊底，堅硬底板要有柱窩，不見底板的軟煤需用木鞋板墊底。 (4)支柱應有3°一5°的迎山角，架設支架、必須由兩人聯合操作，不得一個人單獨進行操作。 (5)在懸掛金屬頂梁時，板銷必須用金屬鏈拴柱，頂梁的圓銷和板銷禁止用木棍，木楔等物代替，防止頂板來壓，頂梁下落傷人或造成冒頂事故。 (6)禁止不同性能的支柱在同一個工作麵混合使用，被損壞液壓支柱和頂梁，必須及時運出工作麵，並且堆放整齊，不得任意堆放在底板上。 (7)金屬鉸接頂梁不得有兩根及以上連懸，禁止連續三根支柱掛倒梁，圓銷必須打緊，防止梁落傷人。 2．防止片幫、冒頂安全技術措施 (1)所有作業人員嚴格執行敲幫問頂製度。進工作麵時首先由當班隊長或班組長對工作麵進行全麵的安全檢查，發現隱患及時處理，確認無隱患後方可作業，所有作業人員都必須在完整可靠的護身支柱下作業，嚴禁空頂作業。 (2)放炮後及時敲幫問頂和修理歪扭棚，使用荊笆，川杆護頂，及時掛梁、支柱，嚴禁空頂。掛梁時必須掏梁窩，並用荊笆墊頂梁頭，用板銷打緊連接兩個頂梁。 (3)頂板破碎壓力大或煤壁片幫較嚴重時，及時靠煤壁架設臨時支柱或一梁二柱傾斜棚。片幫較多地段，使用大荊笆和坑木及時背幫，’防止大麵積垮落。 (4)工作麵上端上方第一架支架及下端頭下方第一架支架與運輸巷內支架的距離不得大於0．5m。 (5)回柱放頂時，回收的支柱及時打在新切頂線內側的梁下，使用時隨用隨取。 (6)工作麵運輸巷、回風巷每班班長要加強檢查，出現爛幫、爛頂等情況時，立即排人使用荊笆，川杆護頂、幫。巷道變形嚴重，支柱歪扭變形的地段必須擴茬維修。當巷道出現冒頂情況時在安全的前提下，及時疏通巷道，保證工作麵有新鮮風，防止瓦斯超限，班幹部組織人員利用備用坑木及時架設木垛並用大荊笆背頂，防止煤炭或矸石冒落。 3．支護材料的質量要求和措施 (1)單體液壓支柱使用前，必須檢查零部件是否齊全，支柱有無彎曲、凹陷，頂蓋變形，缺爪、漏液等，不合格的支柱不得使用。 (2)工作麵使用單體液壓支柱的高度應與工作麵采高相適應，支柱的最小高度要保證活柱的伸出量不小於頂板最大下沉量加50mm，支柱最大高度不得小於采高，嚴禁超高支設支柱。 (3)保證單體液壓支柱有足夠的初撐力，不低於90kN，乳化液泵站和液壓係統完好不漏液，壓力不小於18Mpa。注液槍的出口壓力不低於10 Mpa。 (4)底板鬆軟或不見底板，其抗壓強度小的地段，單體液壓支柱使用木鞋板墊底。 (5)底板堅硬光滑地段，必須掏柱窩，使用荊笆墊底。 (6)每兩根單體液壓支柱必須使用防倒鏈，工作麵傾角太大的地方，使用結實的繩子拴牢，以防失效支柱倒下傷人。 (7)支柱在井下儲有3個月以上，或使用超過8個月或采完一個工作麵，必須檢修，不得直接轉入其他接替工作麵使用。 (8)工作麵回風巷存放60根單體液壓支柱和2m3坑木作為備用材料，此材料隨用隨補，不得缺少，並且堆放整齊，不得阻擋行人。 (9)工作麵的注液槍的設置距離，保證10m一個，同時開啟不得超過兩個。 4．回柱放頂安全技術措施。 (1)回柱前，先檢查頂板情況，清理鬆動的浮矸，浮煤和通道。回柱地點後方5m之內不得有雜物、浮煤、浮矸，必須暢通無阻。作業地點前後支架不合適時，需提前加固維護好，在頂板破碎和壓力較大的地點，必須打臨時支護加強維護。 (2)回柱放頂處連叉子棚不得超過12m，連叉子棚必須兩人一組、禁止一人連叉子棚。 (3)人工回柱時必須三人一組，兩人回柱，另一人負責觀察頂板和運料工作。回柱時必須使用長把工具，不準進入采空區內取料，禁止一個人單獨回柱。 (4)回柱放頂前，利用大荊笆擋好，防止矸石竄人工作麵。回柱時，必須將頂梁上的板銷打上，板銷小頭向上，然後回柱，最後取下頂梁。 (5)回柱順序必須由裏向外，由下向上逐次進行，實行分段回柱時，其分段距離不得小於20m。 (6)在回柱過程中若發現頂板有可能大麵積冒落時，必須告訴周圍的人員，尤其是下段工作人員。 (7)放頂接口處懸掛便攜式瓦斯報警儀，如果瓦斯超限，使用懸掛風簾法衝散放頂處瓦斯，如不能解決瓦斯超限，禁止繼續回柱放頂。 5．運輸巷、回風巷回收支柱的安全技術措施 (1)區段平巷支架均隨工作麵放頂進行回撤。要求該支架後方與工作麵切頂線整齊。 (2)運輸巷輸送機縮短後，該輸送機正後即從工作麵機頭第一排正規支柱起至切頂線範圍內，在每個橫向頂梁的下方補加一個支柱。 (3)工作麵區段平巷超前平巷10m必須打雙梁雙柱，打雙支柱時使用圓木更換平巷頂板工字鋼， 回收支柱時，橫梁的圓木不再回收。 (4)為防止上隅角瓦斯積聚，必要的情況下，工作麵回風巷支架可超前切頂線半排或一排進行回撤。回撤後回風巷上幫以下4m範圍的切頂線要加打一排支柱，實現一梁二柱，柱距0.25m，確保行人安全。 6．初次放頂的安全技術措施 (1)初次放頂前，成立以生產礦長為首的初次放頂安全管理小組。要求初次放預期間，每班都有 初次放頂安全管理小組人員跟班，檢查初次放頂措施的執行情況，發現不安全因素，立即采取措施進行處理。 (2)工作麵開切眼時使用單體液壓支柱與鉸接頂梁組合的直腿支架，避免開切眼初采改變支護形式，反複支撐時造成頂板鬆動離層。 (3)加強護頂支護，提高支架的初撐力及穩定性，必須使用小荊笆或木鞋墊支柱底。 (4)初次放頂期間，應適當加大控頂距，要比正常控頂距增加一排支柱。同時，在回風巷備有60根液壓支柱，以使在頂板突然來壓時，可及時進行維護。 (5)初次放頂期間，對頂板難以垮落的工作麵，回柱放頂不得與其他工作麵平行作業。 7．過斷層時安全技術措施 (1)工作麵過斷層時，可采取挑頂，臥底或同時挑頂及臥底的辦法采煤，以保證工作麵的最小高度，增加支架的穩定性，做到既有利於維護頂板又減少破岩量。 (2)在斷層處采煤時，必須嚴格執行敲幫問頂製度，防止掉矸傷人。 (3)在斷層處采煤，必須安排技術熟練、經驗豐富的老工人操作，在斷層處采用打淺眼，少裝藥，放小炮的方法，嚴禁放大炮。 (4)工作麵過斷層時，應適當加大控頂，，當工作麵采過斷層麵—個最小控頂距以後，一次回收斷層處外側支架。 8．收尾放頂的安全技術措施 (1)工作麵結束前，必須加強工程質量，支架架設牢固，背嚴頂板，將工作麵控頂距縮至最小控頂距3．6m，同時將工作麵的浮煤、浮矸清理幹淨。 (2)回收的支架及時運出工作麵保證退路暢通無阻。 (3)安全出口必須經常檢查和維護。若有爛幫、爛頂等不安全情況，應及時加補臨時支柱。 (4)由於單體液壓支柱是由下向上回收，回柱放頂處必須懸掛便攜式報警儀和瓦斯監測報警斷電。當工作麵通風不良，瓦斯超限時，應停止工作，使用局部通風機供風。 第三節 防 治 水 掘進67101工作麵回風巷時，工作麵中段底板有湧水情況，另外，工作麵需要穿過新F6斷層，回采經過這兩段是防治水工作的重點區域，堅持“有疑必探，先探後采”的探放水措施。 探放水措施如下： (1)工作麵運輸巷、回風巷掘進時已經進行探水工作，回采該工作麵需做好煤牆的探放水工作。 (2)探放水沿工作麵傾斜方向每10m一組探水眼。每組探水眼三個，呈扇形布置，每兩個相距1m，中間眼垂直煤牆，兩邊的眼要與中心眼成63°的夾角，使每兩組的邊眼在前方基本相交，每個眼深度均為35m。 為了使積水順利排出，又能防止衝垮煤層，探水鑽直徑以42m為宜。 (3)嚴格掌握好超前距，鑽孔超前距離為25m，每打一次探水鑽，工作麵可連續推進10m。 (4)探水時，設專職打鑽工。被選定的這些打鑽工懂得探放水措施，探水孔的位置、方向、角度、鑽眼深度與數目，熟悉附近的地理位置並且責任心強。 (5)打深水眼前，工作麵上、下出口的電話要完好，提前挖好排水溝和臨時水倉，安排好撤人路線，並規定撤人的報警信號。 (6)打鑽時必須由安全員在現場值班，檢查空氣成分，發現有害氣體超過規定，立即停電撤人，並報告調度作出處理。 (7)探水要有記錄，記錄，內容包括探水眼布置、角度、深度，鑽孔中發現的各種情況和問題。在打鑽過程中，如發現煤岩變鬆或沿鑽杆向外流水，超過正常打鑽供水量時，必須立即停鑽，但不得移動或拔出鑽杆，派人監視水情，並報告礦調度室。如果情況緊急，必須首先立即通知所有受水威脅地點的人員撤離，並采取應急措施。 (8)放水時要根據礦井的排水能力，水倉容量，估計積水量，設專人監護做好記錄，做到有 計劃的放水，遇到水量突然變大時，必須立即報告礦調度室及時進行處理。 當發現有透水預兆(掛紅、掛汗、空氣變冷、出現霧氣、水響、頂板淋水加大、頂板來壓，底板鼓起或產生裂隙，出現湧水，水色發渾有嗅味等異狀)時，必須停止作業，采取措施。 第四節 爆 破 管 理 一、放炮員的職責和相互監督的措施 (1)工作麵的爆破必須由專職放炮員擔任，放炮員必須經過專門培訓，取得合格證，持證上崗。 (2)工作麵使用煤礦許用毫秒延期電雷管，最後一段的延期時間不得超過130ms，放炮時采用正向起爆，放炮員必須把炸藥、電雷管分別放在藥箱內並加鎖，嚴禁亂扔亂放。炸藥必須放在支架完整、頂板完好，避開機械電氣設備的安全地方。每次放炮都必須把火藥箱放到警戒線外的安全地方。 (3)當班使用不完的炸藥雷管由放炮員交給炸藥庫，並登記所退數量。 (4)放炮員必須攜帶便攜式瓦斯報警儀，瓦斯超限時不準裝藥、放炮。 (5)放炮器手把必須由放炮員隨身攜帶，不準轉交他人，不放炮時不準插入放炮器，放炮後立即拔下，摘掉母線並扭在一起。 (6)放炮時，至少有兩名人員在現場，其中一人操作，另一個檢查瓦斯，頂板、兩幫等情況。 二、爆破安全技術措施 (1)裝藥時必須采取連續裝藥，藥卷間不得留有間隙，裝藥剩餘部分使用黃土泥封填，封泥長度不得小於0．6m，嚴禁用塊狀材料或可燃性材料做封泥，無封泥炮孔嚴禁放炮，嚴禁放糊炮和明火放炮。 (2)裝藥時，每裝好一個炮眼，其雷管腳線，必須及時擰成短路，嚴禁拖在刮板運輸機上，不得與電纜、電線等導體接觸。 (3)放炮母線必須用絕緣的雙線，嚴禁用金屬管或大地做回路，不得有明接頭。 (4)放炮聯線串聯，嚴禁並聯或串並聯。 (5)采用分組裝藥時，一組裝藥必須一次起爆。嚴禁在一個采煤工作麵使用兩台放炮器同時進行放炮。 (6)有下列情況之一者，不準裝藥放炮： ①風量不足或無風時不準放炮； ②放炮地點附近20m範圍內風流中瓦斯濃度達到1％及以上時或局部瓦斯濃度達到2％及以上時； ③炮眼內出現出水異狀，溫度驟高、驟低有顯著瓦斯湧出，煤岩變鬆，透老空等情況時； ④炮眼質量不合格或數量不足時，放炮時安全員、放炮員、班組長三者缺一人時。 (7)放炮時放炮員和班組長派責任心強人員在工作麵的運輸巷和回風巷站崗警戒，所有人員必須撤到安全地方躲炮。放炮員必須最後離開放炮地點，並發出警號，在支架完整避開電氣設備的地方放炮。放炮前先發出信號至少再等5s，方可放炮。放炮時，警戒人離放炮下口不得少於50m，所有人員不得進入回風巷。 (8)處理拒爆、殘爆、瞎炮時，嚴格按照< 煤礦安全規程)第341、342條規定進行處理。 (9)爆破後，待工作麵的炮煙被吹散，班組長、放炮員及時檢查爆破地點的通風、瓦斯、頂板、支架、拒爆、殘爆等情況。如有危險情況，必須立即處理。 (10)放炮前後，在放炮地點附近30m內灑水降塵。 第五節 一通三防及安全監測 一、通風安全技術措施 (1)通風隊長、安全井長每周定期檢查工作麵進風巷、回風巷、專用回風並及通風設施，發現有斷梁、折腿、冒頂等情況時及時處理，保證正常的通風斷麵，杜絕瓦斯積聚現象。 (2)工作麵運輸巷和回風巷繞巷的風門必須連鎖，防止同時打開兩扇風門，造成風流短路。通風設施和風門如有損壞須及時維修、更換，避免影響工作麵風量。 (3)工作麵回采之前，通風隊必須按照作業規程規定，把風量配夠，並每旬定期測量進風和回風巷風量。根據工作麵瓦斯湧出等情況，製定調風措施，進行風量調整，滿足工作麵生產需要。 (4)工作麵必須是新鮮風，其回風直接進入專用回風井，不得與其他工作麵串聯通風。 (5)工作麵進風巷、回風巷必須暢通，不得任意堆放雜物，其通風斷麵不得小於設計斷麵的2／3。 (6)當工作麵進風巷、回風巷出現冒頂情況時，在安全的前提下及時疏通巷道。如通風巷道阻塞、風量過小，造成工作麵瓦斯超限時，切斷工作麵、回風巷所有電氣設備的電源，停止工作麵人員工作，並及時通知調度室。進行巷道維修，對冒頂部分進行架木垛，防止頂板再次冒落，等到巷道恢複原來斷麵，工作麵瓦斯不超限，再給工作麵、回風巷電氣設備送電，恢複生產。 二、綜合防塵措施 (1)工作麵放炮時使用黃泥充填炮眼，封泥長度不得小於炮眼深度的一半。炮眼深度小於1．2m，最少不得低於0.6m，放炮前後要對放炮地點灑水降塵。 (2)工作麵、運輸巷、石門巷道、運輸大巷等機頭轉載點必須設置噴霧灑水裝置，每班運輸出煤時，要保證正常使用，防止煤塵飛揚，每班結束前，對各個轉載點的電氣設備進行煤塵，清理，並對轉載點前後巷道灑水降塵。 (3)工作麵進風巷和回風巷各設置兩組淨化水幕，淨化水幕要封閉整個巷道斷麵，不得隨意關閉，運輸巷和回風巷每天定期清洗一次巷道。 (4)工作麵所有作業人員要搞好個體防護，戴好防塵口罩。 三、綜合防滅火措施 (1)工作麵采用走向長壁後退式開采。以減少采空區的漏風。 (2)加強57081工作麵采空區密閉封堵情況檢查，如有漏風，則必須對密閉進行再次封堵，以減少向采空區的漏風。 (3)加強工作麵回風巷的檢查，發現有高溫點及時處理。 (4)機電設備嚴禁缺潤滑劑運轉，其附近5m之內，不準存放潤滑油、棉紗、布頭等易燃物品。 (5)工作麵結束後，在一個月之內對停采線使用黃泥進行灌漿注水，對進風巷和回風巷做密閉。 工作麵每推進一個石門後，就對該石門巷道做密閉，減少向采空區的漏風。 (6)皮帶頭轉載點前後20m之內嚴禁用圓木和可燃性材料支護。 (7)任何人發現井下著火時，首先應立即采取一切可行的方法直接滅火，並迅速報告礦調度室。 在現場的班長或技術員依照礦井災害預防和處理的規定，將所有可能受災害威脅地區的人員撤離危險區域，並組織人員利用現場的一切工具和器材進行滅火。 四、預防瓦斯和安全監測措施 (1)工作麵設置一名專職安全瓦斯檢查員，加強瓦斯檢查，檢查地點：工作麵上、下出口、上隅角、電動機附近、工作麵回風流中、回柱放頂處，上述地點每班檢查次數不少於三次。 (2)工作麵放炮地點必須執行“一炮三檢”和“三人連鎖放炮製”發現放炮地點前後20m範圍內瓦斯濃度超過1％時禁止裝藥放炮。 (3)瓦斯檢查、瓦斯記錄做到班報、牌板、日報三對照，不空班漏檢、假檢。 (4)工作麵使用高壓乳化液泵及配套管路實施煤壁注水技術，一方麵降低工作麵的煤塵，另一方麵使瓦斯均勻湧出，避免工作麵出現瓦斯忽大忽小現象發生。 (5)工作麵和回風巷安設甲烷自動報警斷電儀裝置，工作麵風流中瓦斯濃度達到1％時，甲烷自動報警儀發出報警信號，停止工作麵的打眼放炮。當工作麵瓦斯濃度達到1。5％或回風巷瓦斯濃度達到1％時。報警斷電裝置能自動切斷工作麵和回風巷所有非本質安全型電氣設備電源，並撤離人員，采取措施進行處理。隻有瓦斯降到1％以下時，才準人工複電，恢複工作。 (6)工作麵甲烷傳感器設置在回風巷距工作麵不大於10m範圍內，回風巷甲烷傳感器設置在回風巷距離混合風流10—15m處。傳感器垂直懸掛，距巷道兩幫不得大於0．3m，距頂板不得小於0．2 m。 第六節 運 輸 管 理 一、輸送機、帶式輸送機啟動安全技術措施 (1)工作麵和運輸巷的輸送機和帶式輸送機停止運轉時，首先由工作麵上部輸送機停止運轉，並用礦燈向下部輸送機傳遞信號，並呼叫下部開輸送機人員，依次向外傳遞信號，停止輸送機運轉，在運輸大巷，停止帶式輸送機運轉時，打電話通知機頭人員停止帶式輸送機運轉，啟動時由帶式輸送機頭向工作麵依次啟動，同時使用電話或礦燈傳遞信號，工作麵使用17型刮板輸送機時，啟動時先點三次，才能開機。 (2)當工作麵輸送機出現大塊矸石、木料、壞柱等物料時，應及時停機排出。大鏈出槽、飄鏈和輸送機拱起時，嚴禁在運動中用手扶或腳蹬等方法進行處理，遇有斷大鏈、機體激烈跳動，電機電纜過熱等危及安全運轉的意外情況時，司機必須立即停機迅速彙報，做出處理。 (3)開機時，司機不得位於運行方向的正前方，運行過程中必須認真監視輸送機運轉及其附近支架情況，發現異常立即停機。 二、刮板輸送機安全技術措施 (1)機關安置要穩妥，各部位聯接螺栓要緊固，防護罩、電風機等不鬆不缺，減速箱油位合適，油質合格，液壓聯軸節油量適宜，刮板不飄鏈。 (2)空車試運轉，使刮板鏈回轉一周，刮板鏈鬆緊均勻適宜，機尾滾筒轉動靈活，從聯接環螺栓，刮板及銷鏈有缺損或歪斜的，必須停機進行處理。 (3)不準超負荷啟動，因過負荷不能正常啟動時，連續啟動不得超過五次，每次時間不超過10秒，輸送機應平穩，無異常響動和振動。 (4)移輸送機遵循由下向上的順序，即支好機尾壓柱後撤出機頭壓柱，由下向上移輸送機，待機頭推到位打好壓柱後，方可撤除機尾壓柱將輸送機推到預定位置，重新打好機尾壓柱。 (5)工作麵移輸送機，必須在臨時支護的保護下進行，即在先支後回的前提下進行。將輸送機移到位，並打輸送機邊基基柱後，方可回撤臨時支柱。移輸送機時，必須鎖啟動器，去掉 保險銷。移輸 送機，一次回撤支柱不能超過20根，並且在頂梁上打好板銷。 三、帶式輸送機運輸安全技術措施 (1)帶式輸送機機頭和帶式輸送機機尾必須設置通信裝置，當啟動或關閉皮帶時，利用電話告訴帶式輸送機機尾或帶式輸送機機頭人員。 (2)帶式輸送機正常使用前，必須進行試運轉，隻有輸送帶不出現跑偏、打滑等情況下才能投入正常使用。 (3)輸送帶機架上設置緊急製動裝置(每50m安裝一個)，當輸送帶上出現異常等緊急情況下，及時關閉製動裝置。解除危險後，才能重新啟動。 (4)每班派人檢查輸送帶；如果有跑偏，托輥不轉動，底板浮煤多等情況時，及時維修，清理浮煤。 (5)行人不得隨意跨越、乘坐帶式輸送機。跨越帶式輸送機時必須經過天橋，並且天橋要設置防護欄。 (6)機頭溜煤囤必須設置防護欄，防止人員誤人溜煤囤或帶式輸送機下麵造成傷害。 四、輔助運輸安全措施 (1)回風巷運送坑木、荊笆、川杆等支護材料時，嚴禁同時打開兩件隔離風門，避免造成風流短路。 (2)人工推運礦車時，兩車之間距離不少於10m，轉彎時必須喊安全口號，呼叫前麵人員躲開。 (3)嚴禁搭車、放飛車、手拉車或以礦車撞擊風門。 (4)礦車銷子嚴禁用木棍或其他強度不夠的東西代替。 第七節 機 電 管 理 一、機電設備安全技術措施 (1)工作麵機電設備實行專職管理，每班有兩個機電工跟班維護和操作。 (2)每台輸送機、帶式輸送機每班設置專人開機管理。 (3)跟班電工必須穿絕緣鞋，按時人井，在工作麵進行交接班，交接人員在交接班時，若設備發生故障應配合接班人員修好再下班。 (4)跟班電工堅守工作崗位，做到隨叫隨到，隨壞隨修，不誤生產。 (5)跟班電工在交班時，必須檢查有無損壞，若有事故不清除不交班。 (6)電纜不能有破口或漏電現象，堅決杜絕“雞爪子”、 “羊尾巴”、明接頭，電纜要吊掛整齊，不能盤圈，開關及電氣設備不合格、不完好不能人井使用。開關要上架，“五小”要上牌。 (7)檢修設備，嚴禁帶電作業，需停電檢修，必須提前聯係通知，開關處應掛“有人工作，嚴禁合閘”牌，上緊閉鎖派人看守，未經許可不得送電。 二、煤電鑽管理安全技術措施 (1)工作麵的煤電鑽必須使用綜合保護裝置，使用前先檢查煤電鑽零部件是否齊全牢固，插銷是否完整，開關是否靈活，如發現異常情況，應立即切斷電源，進行處理。同時要對煤電鑽進行試運轉，並進行一次跳閘試驗。 (2)電纜接頭要嚴密結實，發現煤電鑽檢漏裝置有故障或網路絕緣降低時，應立即停電處理，修複後方可送電。檢漏裝置應靈敏可靠，嚴禁丟掉不用。 (3)使用煤電鑽時，應當提著把手將煤電鑽送往工作地點，禁止順底板用電纜拖著走，不準在輸送機內拖拉電纜。 (4)打眼過程中，發現眼內湧水，溫度突然升高或降低，風量不足，瓦斯超限，電纜漏電等危險時，應立即停止工作，切斷電源，向班長彙報並處理。 (5)打眼結束後，應將煤電鑽、電纜線、釺子及時收回，將電纜盤放在距工作麵10m以外的安全地點，並切斷電源。 三、乳化液泵安全措施 (1)開泵前應檢查各部件係統是否完好，乳化液是否適量，檢查各部件有無損壞，各連接管路是否有漏液現象，吸液管是否有折疊，發現問題及時處理。 (2)巷道內供液管路必須吊掛整齊，工作麵乳化液管路和注液槍設專人管理。 (3)供液係統不得漏液串液，否則及時更換，連接處用合格的密封圈和U形卡。 (4)拆卸供液係統必須停泵，並將液壓係統卸載。 (5)泵站內使用清水，並定期清理泵箱內沉積的汙垢和雜物。 四、電氣設備防爆措施 (1)加強機電設備維護保養工作，保證設備完好率達到100％。責任到人，發現問題及時處理。 (2)電氣設備必須零部件齊全，防爆性能良好，擺放在幹燥地方，並上架，未經機電科驗收的設備，不準人井使用。 (3)開關的熔斷絲禁止用鋼、鐵、鋁絲代替，必須使用和電氣設備負荷相符的 保險片。 (4)各類電氣設備要做到勤檢查、勤維護，嚴禁失爆和帶病工作。 (5)電氣設備有過流、漏電、接地保護裝置、檢漏繼電器每班必須試驗一次。無特殊情況不得停運檢漏繼電器。 第八節 其 他 一、文明生產要求 (1)工作麵運輸大巷、運輸巷、回風巷環境衛生，實現分段承包責任製，每班派人對運輸巷、回風巷的雜物、煤塵、水溝進行清理打掃，保證備用材料堆放整齊，巷道幹淨，水溝暢通。 (2)輸送機機頭、帶式輸送機機頭等轉載處的煤塵，當班司機必須清掃幹淨，才能進行交接班。 (3)各類電氣設備、電纜每班電工進行清掃，懸掛整齊。 (4)運輸巷、回風巷進行擴茬後，當班必須把巷道打掃幹淨，不得留有雜物。 二、工作麵結束後安全技術措施 (1)工作麵回采到停采線後，及時回收工作麵支架和鉸接頂梁。 (2)同時在工作麵回風巷和進風巷距離停采線5m處，各打兩道密閉。 (3)密閉的一般要求： 密閉牆四周一定要深入圍岩岩內，煤巷中槽深1m，岩石中槽深0．5m，如果四周有裂縫應用水泥砂漿灌嚴。 砌镟密閉時，先在槽底鋪一層砂漿，掛灰錯縫把牆與岩之間的接觸點填實。 灌漿雙層密閉牆中間留0．5m，以上空隙先填砂子、黃土等。 建築密閉牆用的灰砂比為1：3—1：4，塗料牆麵用的灰砂比為1：1～1：2。 (4)打好密閉後，懸掛檢查牌板，定期檢查二氧化碳等。 (5)工作麵結束後45天之內必須用黃泥灌漿，確認停采線灌滿漿，報調度室批準，停止灌漿。 第八章 災害預防及避災路線 一、工作麵大麵積來壓或冒頂預防措施 (1)工作麵出現大麵積來壓或冒頂時，在場班組長或安全員應視具體情況，通知作業人員從運輸巷或回風巷撤離到新鮮風流中去，並報告調度室。 (2)當冒頂處有人受傷被壓時，班組長應組織有經驗的工人利用備用的坑木荊笆等備用物資進行臨時支護，在安全的條件下搶救出被壓傷人員。 二、火災事故預防措施 (1)工作麵發生火災後，初期火源較小，現場作業人員應立即采取一切可能的方法直接滅火，利用灑水管、濕衣服等滅火材料滅火，另外及時報告調度室。 (2)當火勢過猛不能撲滅時，立即通知工作麵、回風巷以及受火災威脅的作業人員。處於火區人員聽從班組長或安全員的指揮，迎著新鮮風流，有秩序撤離危險區，同時注意風流的變化。在火災回風巷一側人員，通過回風巷繞巷迅速進入提矸井或皮帶井。 (3)安全撤離路線： ’ 火災點→工作麵→運輸巷→進風石門巷道→125m水平運輸大巷→行人斜井→地麵。 工作麵發生火災時回風巷側人員： 回風巷→175m水平繞巷→提矸井→地麵。 三、水災預防措施 (1)透水預兆有：煤壁掛汗、煤層變厚、淋水加大、水叫聲。煤壁掛紅、酸度大，水味發澀和有嗅雞蛋味，煤發潮發暗，工作麵有上述預兆，應停止作業，迅速報告調度室。 (2)突然透水時，立即報告礦調度室，並在班長指揮下，盡力就地取材加固工作麵，設法堵塞出水點，以防事故擴大，如果水勢很猛，無法堵塞出水點，則應有組織地沿著避災路線撤離。 (3)撤離前設法將撤退的路線和目的地告訴礦井領導。撤離時注意向高處走，位於透水點下方的工作人員撤離時，若遇到水勢很猛，很高水頭時，要注意不能讓水頭打翻或被水中滾動的矸石撞傷，要盡力屏住呼吸，用力拽住支架闖過，直至達到安全地點。 (4)礦領導接到透水事故電話後，立即成立援救指揮部，準確核查並下人員，如發現有人被堵井下，首先應製定營救措施，立即通知泵房人員，將水倉的水位降到最低程度，以爭取較長的緩衝時間，如有淹井危險時，井下所有人員向外撤退，迅速向安全出口轉移，直到安全升井。 (5)避水路線：、 工作麵→回風巷→175m水平繞巷→提矸井→地麵。 避災路線示意圖略。