雷公山煤礦軌道上山工作麵作業規程
一、工程概況
1、地理交通
雷公山煤礦隸屬於貴州世紀資源勘查開發有限責任公司，位於貴州黔西縣境內，井田中心距黔西縣城64km，距金沙縣城38Km，距黔西電廠38Km。
雷公山井田位於黔西縣北東部，屬黔西縣中建鄉管轄，整個井田大致為以南北走向的長條形，南北長約5Km，東西寬約1Km～2Km,麵積約8.168Km2.地理坐標為：東經106°18′00″～106°19′45″,北緯27°16′00″～
27°18′45″。
雷公山煤礦軌道上山上與礦井進風平硐相連，上車場變坡點標高+1343米，下部車場與礦井主平硐相連，落平點標高+1067米,係礦井首采區主要材料提升、人員進出和進風通道。
2、主要技術參數
軌道上山井口標高+1343.00m，井筒軸線方位角276°，傾角：25°，設計全段長L=693.00m;斷麵類型為直牆、半圓拱，巷道淨斷麵S=8.5m2(上車場9.4m2);巷道設右側人行道及水溝，人行梯步寬度為600㎜，水溝斷麵為200㎜×200㎜(具體作法見2-2斷麵圖);施工設臨時軌道，軌型22kg/m，軌距600mm，枕木使用木軌枕，枕木間距不大於1000㎜。
軌道上山巷道斷麵特征詳見下表：
二、地質概況
1、井田地質概況：本井田構造位於安底背斜北段北西翼，基本形態為一單斜構造，岩層走向北北東，傾向2800-3100，傾角300～340,在這一單斜層的基礎上次級褶曲不發育，未見規模較大的斷層。勘探區內出露的地層由老至新有二疊係中統茅口組;二疊係上統龍潭組、長興組;三疊係下統夜郎組、茅草鋪組以及第四係。其中龍潭組為含煤地層，總含煤13～17層，煤層總厚10.19m～12.13m，平均11.29m,含煤係數6.23﹪。其中可采煤層6層，可采煤層總厚7.38m～7.59m,可采煤層含煤率3.45﹪。
根據岩性和含煤特征，本井田內的煤係可分為上、下兩段。上段自長興組界起至9煤層下的灰綠色細砂岩底止，厚度為64.08m～89.46m，平均厚73.85m，含可采煤層2、5、9三層;下段自9煤層下的細砂岩底起至茅口組灰岩頂界止，厚度為98.86m～119.25m，平均厚110.57m，含可采煤層13、14、15三層。
2、軌道上山所處岩性03manbetx ：雷公山煤礦軌道上山上部平巷(車場)開口於二疊係上統龍潭組：淺表層多由坡積、堆積與殘積成因的砂土、亞砂土、亞粘土及粘土組成，岩性破碎或為堆積層，預計施工難度較大，對該段岩石破碎帶應采用短掘短支、超前支護等措施，以確保施工安全;根據設計圖紙及資料，軌道上山開口在二疊係上統龍潭組15號煤層底板內，中部掘穿15號煤層，進入14號煤層底板。現就龍潭組及14、15號煤層頂、底板岩性簡單03manbetx 如下：
二疊係上統龍潭組
龍潭組上部為灰——深灰色細砂岩、泥質粉砂岩、粉砂質泥岩、泥岩、粘土岩沒夾煤層及薄層灰岩，下部為淺灰——灰色細砂岩、粉砂岩、泥質粉砂岩、泥岩、灰岩、煤層及粘土岩互層組成，全段厚160～220米，含2、5、9、13、14、15煤層可采。
14、15號煤層頂底板岩性03manbetx ：
14號煤層位於煤係下段中上部，上距13號煤層7.5～11m,一般間距為8～9m。煤層厚度為0.53m～1.72m，平均1.05m。該煤外觀黑色，塊狀、頁片狀，多由暗淡型煤條帶組成，含較多黃鐵礦顆粒。結構較簡單，一般不含夾矸，僅少數點含1～2層厚0.08m～0.10m的灰色粘土岩夾矸。頂板灰岩或泥質粉砂岩，底板泥質粉砂岩或粉砂質泥岩，少數為粘土岩。區內大部份可采，可采率94%。
⑹ 15煤層位於煤係下段中下部，上距14煤層20m～27m，平均24m～25m。煤層厚0.56m～1.60m，平均厚1.12m。外觀黑色，片狀，多由暗淡型煤條帶組成。結構複雜，多數點含1至2層厚0.05m～0.10m的粘土岩夾矸。頂板多數為頁岩，底板為鋁土質泥岩，該岩石具有遇水澎脹性，施工中應防止浸水危害。區內大部份可采，可采率94%。
2、 瓦斯
雷公山煤礦屬高瓦斯礦井，軌道上山大部分巷道所處龍潭煤係中，煤層中的瓦斯可能會通過裂隙等向施工巷道中釋放，加之中間需掘穿15號煤層，瓦斯管理至關重要，施工中必須加強通風管理，嚴格瓦斯監測預報及日常瓦斯檢查工作，並編製和執行好揭煤措施，嚴防揭為煤過程中發生煤與瓦斯突出，堅決執行雷公山煤礦及國家有關瓦斯管理的規定。
3、 地下水
井田煤係地層淺部分布有一定的廢棄小煤窯，采空區內可能積存有老窯水，同時淺層地表及裂隙水也有可能對施工巷道造成危害。因此在軌道上山掘進施工過程中必須加強水害的防治工作，堅持“逢掘必探，先探後掘”的探放水原則，同時加強鋁土岩施工地段遇水澎漲等問題的處理，以確保整個軌道上山工程的施工安全。
1、掘進采用JZY-Ⅲ型壁虎式激光儀指向，2台YT28型風鑽打眼，斜眼掏槽，全斷麵一次爆破開挖。軌道上山采用一台PY-30B型耙岩機耙矸裝車，運輸采用V型礦車裝矸，一台JTKB-1.2×1.0W型絞車提升，道路采用22Kg/m鋼軌，軌距600mm，木軌枕，軌枕間距不得大於1.0m;絞車安裝於距井口30m外的地方，井口外地麵布置一個上車場，上車場兩端采用DK622-4-12道岔與軌道相接，車場長度為50m，為排矸錯車和料車存放使用。
2、 軌道上山全長L=693米(包括上部平巷38m)，傾角α=25°，根據《煤礦安全01manbetx 》(2006)第四十六條規定：斜井(巷)施工期間兼作行人道時，必須每隔40m設置躲避硐一個。為了確保軌道上山施工安全和方便排水，每隔30m間距在井筒右側設一個躲身硐。躲身硐為直牆半圓拱，尺寸：長×寬×高=3000×2000×2000mm，躲身硐底部設水窩排水。布置在錨噴段和噴砼段的躲身硐，均采用噴砼支護。當工作麵有積水時，磧頭用風泵抽到躲身硐內的2m3水窩內，再在躲身硐內設置一台潛水泵抽水，通過Φ100專用排水管排至地麵;當一台泵揚程不夠時，在適當位置的躲身硐內增設一台水泵，實現多級排水;如遇湧水量較大時，則應根據實際情況另行設置較大容水量的臨時水倉並安裝多級泵排水(或大功率潛水泵)。
3、軌道上山淺埋段(預計為前100米內)，岩性不穩定且為軟岩或堆積層，應根據情況使用臨時支護，采取短掘短支、並用Φ42的無鏠鋼管作為前探支護等形式;永久支護可采用砌镟或14號槽鋼加錨網噴，具體支護形式可另行製定專門補充措施。對岩性及穩定性都較好的地段按原設計圖進行錨噴支護。
4、安裝錨杆時采用YT28型風鑽打眼，鑽孔孔徑為Φ28mm;錨固劑應根據巷道圍岩情況采用水泥藥卷(全長錨固時采用)或樹脂藥卷(岩性較好，端頭錨固時采用)。為了便於施工，錨杆施工時采用Φ89鋼管搭設工作平台，平台高度和寬度以便於施工和保證安全為準，平台上方采用加工的鋼管架鋪設。
5、噴射砼采用在地麵由JZC-350型滾筒攪拌機將原料攪拌成潤料後，用V型翻鬥礦車將砼運送到工作麵附近平台，再由人工上鏟的方式，轉入砼噴射機進行噴射支護。
6、為確保施工安全，巷道圍岩破碎時應增設臨時支護，支護方式將根據實際情況現場確定。臨時支護到磧頭的距離根據圍岩情況確定，但最大不得超過4m。
8、巷道掘進經過特殊地質段(斷層、溶洞、岩溶陷落柱等)及揭煤必須另行編製專門技術安全措施並經審核後執行。
四、爆破說明書
1、爆破器材
(1)煤礦乳化炸藥，φ32mm，L=200mm，0.15kg/條;
(2)8號銅殼煤礦許用毫秒延期電雷管，1～5段(單發雷管全電阻4.3-6.3歐);
(3)φ0.5 mm2鋁芯膠皮線;
(4)φ1.13 mm2(1mm2)兩銅芯放炮母線，L=200m;
(5)MFD-200型礦用發爆器一台(最大外接電阻1220歐，脈衝電壓衝值2900伏)。
2、爆破參數
1)炮眼深度
炮眼深度取1.5m。
2)炮眼直徑
炮眼直徑φ42mm。
3)周邊眼不大於500mm，輔助眼不大於600mm。
3、炮眼布置及圖表說明
1)工作麵炮眼布置與岩石性質、結構、巷道斷麵形狀、大小，炸藥性能和裝藥量有關。掘進工作麵的炮眼，按其用途的不同分為掏槽眼、輔助眼和周邊眼及底眼。爆破順序是：先掏槽眼，其次輔助眼，最後周邊眼及底眼，掏槽方式為楔型掏槽。掏槽眼距為1600mm，輔助眼間距為600mm，周邊眼間距均為500mm，底眼間距均為500mm。
2)詳見附圖：軌道上山炮眼布置圖
4、眼孔裝藥與炮泥。
(1)采用直接裝藥至眼底，封泥長度不小於0.5m。
(2)一律采用正向爆破的方法，即炸藥和雷管的聚能穴方向一致且朝向眼底。
(3)炮泥製作，用粘土和砂子按1：1的比例，搓成長度約L=100mm，直徑約φ25mm的條狀。炮泥不宜太濕或太幹，否則會降低爆破效果。
5、聯線與起爆
(1)聯線時必須將雷管腳線的接頭刮淨並扭結。
(2)放炮母線應臨時敷設並懸掛在井筒無電纜側。電雷管與放炮母線聯接前，先檢查放炮母線是否帶電，若帶電必須及時查明原因，排除雜散電流。
(3)電雷管與電雷管連接後，在放炮前，為確保全斷麵起爆，可先利用電雷管導通表，檢查電雷管網路是否導通。
(4)聯線方式采用大串聯，全斷麵一次起爆;啟爆使用MFD-200型礦用發爆器。
五、各工序施工工藝:詳見施工工藝流程圖。
六、勞動力組織及循環圖表。
根據施工需要，配備齊全各工種熟練工，要求所有工人應熟練掌握施工操作技術、01manbetx 01manbetx 、質量標準和安全知識;根據施工準備期和井筒開工後的人員需求，組織精悍施工隊伍，按工程進度需要及時進場。
為實現快速、優質、安全、高效施工目標，在施工組織上實行多工序平行、交叉作業，為使這種作業方式在有限的空間內有秩序按計劃均衡地進行，必須堅持以工種崗位責任製為中心的組織方法，成立綜合工程隊，在施工中堅持正規循環作業。
1、成立綜合工程隊
根據本工程的特點，組織一個綜合工程隊，擔負整個井筒施工任務，綜合工程隊包括若幹個專業化班組。
(1)掘進班：負責鑽眼、爆破、磧頭排矸等工作。
(2)成巷班：負責拱架架設、鑽錨杆眼、錨杆架設、巷道初噴及複噴成巷、水溝、梯步砌築等工作。
(3)運輸班：負責矸石、材料提升運輸工作。
(4)機電班：負責絞車、壓風機、耙鬥機等機電設備的維護維修，風、水、電的正常供給，非標件的加工製作等工作。
(5)通風班：負責巷道通風，瓦斯及其它有毒有害氣體檢測工作。
2、勞動力安排：見各工種人員分配表。
3、正規循環作業
軌道上山施工的巷道掘進、打錨杆及出矸等均按“順序”作業組織正規循環;噴漿、水溝及梯步澆築與巷道掘進滯後一小段施工。
錨噴段(正常岩性)施工必須保證每次放炮後首先安裝好當班錨杆，噴砼可采取“二掘一初噴，複噴滯後平行”，即每掘進2個小班進行一次初噴作業，複噴最多不得超過8個小班進行。
素噴砼段應該圍岩穩定性較好，噴砼作業與磧頭掘進可稍後同步平行施工，噴漿滯後磧頭施工最多不能超過30米。
巷道掘進正規循環見《軌道上山掘進循環時間表》。
七、單位工程質量檢查驗收標準與質量控製
1、開挖
(1)、巷道掘進必須采用光麵爆破，爆破後周邊眼痕率不小於50 %。
(2)、基岩一般巷道掘進，側寬以中線到幫，-50mm - +200mm為合格，0-+200mm為優良;高度以腰線到頂板，-50mm-+200mm為合格，0-+200mm為優良;腰線到底板，-30mm-+200mm為合格，0-+200mm為優良。
(3)、水溝掘進允許偏差：中心位置為-50mm-+100mm，寬度和深度為-30-+50mm
(4)、實行“定人、定位、定風鑽”掘進崗位責任製。
2、砼水溝、台階
(1)、斜巷台階砼允許偏差：長度、寬度、標高(腰線下)為 ±20mm，高度為±10mm，位置±30mm。
(2)、C10砼重量配合比=32.5R水泥：砂：碎石：水=1：2.6：7.65：0.8;(應送樣試配)
(3)、攪拌機旁必須懸掛砼重量配合比牌板，施工時必須嚴格按配合比計量配料。
(4)、砼原材料必須用台秤稱重，重量誤差控製在3%以內。砼原材料進入攪拌機後攪拌時間不得小於2分鍾。
(5)、台階和水溝砼每200m，必須通知監理工程師到場見證，隨機取樣1組150mm×150mm×150mm試壓塊。試壓塊取樣後必須在水池中養護14天，到28天期齡時應及時送樣檢驗。
(6)、為確保工程質量，必須執行“班互檢、隊自檢、礦部複檢、監理工程師終檢”製度。
3、錨噴
1)錨杆安裝間距為800㎜×800㎜，錨杆允許偏差：間排距為±100mm，孔深為0-+50m，角度不小於 75°，尾端外露托板長度應小於50mm。錨杆抗拔力不應小於設計的90%，錨杆托板安裝應緊貼岩麵。安裝錨杆前，必須對錨孔用Φ15mm的金屬風管加壓吹幹淨。
2)、C20噴射砼重量配合比=32.5R 水泥：砂：瓜米石：速凝劑：水=1：2：2：0.03：0.45。(應送樣試配)
3)、每50m-80m噴射砼段，必須按規範隨機取樣1組試壓塊，試壓塊規格為100mm×100mm×100mm。養護到28天期齡應及時送檢，每次取樣和送檢時必須有監理工程師現場見證。
4)、噴射砼支護側寬以中腰線檢查，0-150mm為合格，0-100mm為優良，高度以腰線檢查，0-150mm為合格，0-100mm為優良，噴射砼厚度打孔檢查，不得小於設計厚度的90%，表麵平整度應小於50mm，基礎深度偏差小於10%。
5)、對基岩麵灰塵、油汙、風化腐蝕層的部分，采用高壓水、風進行清洗，並根據地下水活動情況對滲水、漏水和湧水部位進行防水處理。
6)、每次噴射前應首先將高壓風打開，將管中殘液、殘渣吹出，然後先行通水再均勻連續上料，並始終保持進料中有一定的混合料。噴射作業一般工作風壓，噴邊牆時0.27～0.4Mpa，噴嘴距受麵的垂直距離一班為0.6～1.2m之間，並垂直岩麵，噴手應根據風壓的大小和料速到達噴麵的擴散程度，及時調整噴射距離。
井巷工程頂板02manbetx.com 為煤礦掘進多發02manbetx.com ，也是我礦基建時期安全工作的主要威脅。煤礦巷道掘進頂板02manbetx.com 的主要表現形式有開挖後頂幫的懸矸、危石掉落，有礦壓地段及地質構造地段出現頂幫鬆動冒落坍塌等。為確保我礦軌道上山施工安全，加強巷道頂板管理及支護工作，特製定本製度。
1、嚴格執行“敲幫問頂”製度，進班前，當班班長和安全員必須對工作麵安全情況進行全麵檢查，清除頂幫懸矸、危石，確認無危險後其他人員方能進入工作麵。
2、施工中應加強觀測，隨時注意圍岩的變化情況，判斷圍岩節理、層理發育方向，斷層、裂隙走向，接觸麵填充物的性質，湧水量，噴砼是否產生裂隙、剝落和剪切破壞等，是否可能發生冒頂。當圍岩變形有可能發生冒頂或噴砼產生較大剪切破壞時必須停止工作，采取支護措施進行圍岩加固。
3、每班放炮後、進班前須指定專人負責找頂工作，找頂工應由兩名具有豐富經驗的人員擔任，一人敲幫問頂，一人觀察頂板和退路。敲幫問頂人員應站在安全地點，觀察人員應站在找頂人的側後麵，並保證退路暢通。
4、每個工作人員應隨時檢查工作地點的頂板、支護等情況，發現險情必須立即采取措施;險情未排除前，班組長和安全員不得離開現場。
5、敲幫問頂應從完好支護的地點開始，由裏向外，先頂部後兩幫依次進行，敲幫問頂範圍內嚴禁其他人員進入;在敲幫問頂過程中嚴防岩石順杆下滑傷人，頂幫遇到大塊危岩裏，應首先設置臨時支護，保證安全後再順著裂隙、層理敲幫問頂，不得強挖硬刨。
6、圍岩破碎段施工時，每班均應設專人觀測圍岩並隨時進行敲幫問頂工作，同時采取必要的臨時支護措施，確保頂板安全。
7、除破碎和鬆軟岩層外，所有巷道的掘進都必須采用光麵爆破，以減小對圍岩的擾動和破壞，提高圍岩自身的承載能力。
8、過鬆軟破碎帶、過斷層、老空、溶洞等，都必須根據具體情況編製專項支護措施，嚴禁空頂作業。
9、打錨杆、噴砼前，必須先行敲幫問頂，將巷道懸矸危石清理幹淨進行臨時支護後，方可進行錨噴作業。
10、製定合理的“控頂距離”，空頂距必須符合作業01manbetx 的規定，搞好掘支平衡。放炮前，臨時支護、錨杆距磧頭必須小於0.2米，放炮後，錨杆距磧頭的距離不得大於2米，臨時支護必須及時跟上，岩石暴露後，必須在8小時內打好錨杆;在打錨杆時，必須邊打眼邊安裝錨杆，嚴禁將眼打齊(或多根)後再安裝錨杆;每2個循環必須進行初噴，複噴必須跟攏扒渣機;局部岩石較破碎地帶必須掛網並立即初噴，具體由現場管理人員確定。
11、爆破前必須對靠近掘進工作麵10m內的臨時支護的進行加固，爆破後對損壞的臨時支護必須及時進行修複。
12、頂板管理製度由值班隊長及當班安全員負責監督執行。
13、臨時支護地段應準備足夠數量的木料、鋼材及排柴備用。
14、錨杆安裝時，攪拌時間不得少於30秒，20分鍾後才能安裝托板，並用強力扳手擰緊螺絲固定。
15、錨杆必須按規定做拉力試驗並作好記錄，對噴體必須做厚度和強度檢查並留檔備查，在做錨固力試驗時，必須有安全措施。
探放水製度
1、透水預兆
(1) 掛紅、掛汗;
(2) 空氣變冷、出現霧氣;
(3) 水叫、水吼，頂板淋水加大;
(4) 煤岩鬆軟、片幫、來壓;
(5) 鑽孔中水壓增大，有頂鑽、卡鑽現象;
(6) 底鼓、滲水，水色發渾、有臭味。
2、 施工方案
采取“先探後掘和長探短掘”的方案施工。
軌道上山探水方案以5米釺探為主，MYZ——75鑽機配Φ50鑽杆探水為輔。
3、安全技術措施
1)組織施工人員認真學習探防水安全技術措施，並在施工中嚴格執行;
2)必須按照“先探後掘、長探短掘”的原則組織施工。掘進前必須先施作超前探眼，探明前方岩體無透水危害後，方能向前掘進。做到不探明不掘進。
3)每次超前探眼控製的岩柱(超前距)，在爆破後留下的應不低於3米。
4)探眼施作時施工隊應派專人現場值班，發現異常情況，及時向調度室和分管領導彙報;礦級領導和技術人員應經常深入現場指導探防水工作。
5) 發現透水預兆時，必須立即停止施工，撤出所有人員至安全地點(井外)，並及時將情況報告礦長和總工，待查明原因並確定可行方案後方可繼續施工;
6) 施工中發現頂鑽、卡鑽、湧水增大等異常現象時，必須立即停止掘進，固定鑽杆，不得撥出鑽杆，及時將情況報告礦級值班領導，並派專人監測水情。如發現情況緊急，必須立即撤出所有人員至地麵安全位置，另行製定探測方案處理;
7) 使用探水鑽鑽進前，必須對巷道進行支護加固;安好孔口管和控製閘閥，進行耐壓試驗，達到2MPa受壓標準後，方可施鑽;施鑽過程中,探水鑽後麵和鑽進手把活動範圍內不得站人,防止高壓水和手把傷人。
8) 鑽孔內壓力、流量很大時，應將鑽杆固定，經研究和判斷，再行確定放水措施。
9) 探水設備電器應采用防爆設備。
10) 加強通風管理，加強工作麵瓦斯檢測。
11)地質人員必須對掘進工作麵水文地質資料進行詳細收集、調查和整理，加強地質預測預報。
附：探眼布置
九、提升設備及斜坡提升安全
一)絞車選型
提升絞車選用一台JTKB-1.2×1.0W型礦用防爆絞車，該絞車主要是為出矸、下放和材料設備的提升，提升最大距離為693m;配用鋼絲繩直d=18.5mm。
(一) 校驗依據
1、提升能力：每班掘進進尺1米，每班出矸9.1m3×2.6噸/ m3=23.6噸
2、提升方式：單鉤串車提升。
3、提升巷道最大斜長、傾角;655m， β=25°。
4、提升容器：MGC1.0-6A型固定式礦車，容積1.0m3，礦車自重592kg。
5、工作製度：每天提升3班，每班提升6小時。
6、鋼絲繩安全係數：專為升降物料時Ma≥6.5。
7、矸石的鬆散容重：矸石容重1.8t/m3。
(二) 設備校驗
1、計算提升循環時間
上部為一平車場，最遠提升距離655m(至軌道上山下落平點)，絞車繩速取2.0m/s，裝、禦一次計劃用時120 s。
最遠時一次提升循環時間T=655÷2.0×2+120=775s
2、按產量要求一次提升量
每班絞車可提升次數：6小時×3600秒/小時÷775秒/次=27.9次
正常提升率按80﹪計，則一班可正常提升矸石22次
根據每班必須出矸23.6噸，則每次提升量為：23600÷22=1073kg。
經計算，Q=1073kg。
3、一次提升串車數：
式中：n1——一次串車數量;
Q——按產量要求一次提升量，Q=1073kg;
m1——礦車載重量，m1=容積×裝滿係數=1000kg。
經計算，n1=1.07輛,取2輛。
即：工作麵最遠距離時每次提升矸石時需連接礦車2輛，方能完成生產任務，JTKD-1.2×1.0W型絞車技術參數見下表
式中：mp——鋼絲繩單位長度質量，kg/m
——鋼絲繩抗拉強度，1570MPa;
ma——鋼絲繩安全係數，按《煤礦安全規程》第400條，專為升降物料時ma=6.5。
L——提升長度，L=655m;
f2——鋼絲繩運行阻力係數，取f2=0.25;
m1——--礦車載重量，1000Kg
m2——--礦車自重，592Kg
β—-巷道傾角，250
f1——礦車阻力係數，0.015
經計算，mp=0.53kg/m
鋼絲繩選用6×19S+FC-16.0-1570型，鋼繩m'p=0.944kg/m。鋼絲繩破斷拉力和Qp=149.688kN。
5、作用在絞車上的最大靜張力
式中：QP——鋼絲破斷拉力總和，Qp=149.688kN;
Fjmax——作用在絞車上的最大靜張力，kN;
經計算，ma=10.4>6.5。
所選鋼絲繩符合《煤礦安全規程》規定。
7、按最大靜張力來確定絞車的提升負荷
即：Fjmax≤絞車的最大靜張力額定值
經計算Fjmax為14.40kN，選用絞車的最大靜張力30kN>14.40kN。
通過以上計算，無論是絞車最大靜張力、鋼絲繩的破斷拉力、安全係數和提升任務均能滿足要求。
二)提升安全
斜坡提升02manbetx.com 也是煤礦常見的安全事故之一，為了搞好我礦軌道上山施工期間安全生產工作，確保上山運輸安全，必須加強斜坡提升安全管理：
1、每班到崗後，信號工必須詳細檢查防跑車和跑車防護裝置、連接裝置、繩頭以及各種使用工具是否完好、齊全、靈敏可靠，並查看鉤頭15米內的鋼絲繩是否有打結、壓傷、死彎等安全隱患;絞車工開車前應對絞車進行詳細檢查，主要檢查絞車各部份聯接、緊固情況，操作機構是否靈活，各保護裝置的動作是否可靠，刹車係統是否完好，發現問題不得帶病運行並立即報告，不符合要求時嚴禁提升。
2、上提、下放車輛必須使用保護繩，使用專用插銷，插銷與礦車連接必須閉鎖。礦車聯接裝置、鏈環、插銷等在使用前和使用後每年必須做不低於二倍最大提升重量的靜載試驗。
3、提升信號的設置，必須聲光齊全，通訊設備可靠。遇故障，立即報告檢修。提升信號規定：一停、二上、三下、四慢上、五慢下，突發事故打亂鈴。
4、嚴格執行“行人不行車，行車不行人、不作業”的規定。
5、上部車場的阻車器必須經常處於常閉狀態，放車時方能打開;變坡點下方約大於一列車(約7米)的地方必須建立永久的牢固可靠的擋車欄,擋車欄必須與絞車提升聯鎖,即絞車提升鋼絲繩受力時擋車欄打開,絞車鋼絲繩不受力時擋車欄關閉;斜井中扒渣機以上約10米處應安設一組臨時的牢固可靠的擋車欄，防止提升過程跑車，保護下方人員和設備安全。
6、收到的信號不明確時，不得發送開車信號，應用電話或其它方式查明原因，並且廢除本次信號，重新發送。
7、發出信號後，發現礦車的運行方向與所發信號規定的方向不一致時，應立即發出停車信號，待查明原因後，再重新發出信號。
8、對檢查出不合格的連接裝置必須送出井，消除隱患，絕不允許使用非專用插銷代替正規插銷提升、下放車輛。
9、每班上班前必須對地滾、軌道線路、巷道環境、阻車器及擋車欄等進行詳細檢查，確認巷道、軌道等各種安全裝置沒有問題後，方準提升。
10、運送材料時必須認真檢查運輸的設備或材料的裝載情況，必須捆綁固定牢靠，重心穩定，否則不準提升。
11、運送超重、超高、超長、超寬的設備、材料等物件，必須有安全提升措施，並嚴格按照措施規定進行操作。
12、待車停穩後，方可摘掛鉤，嚴禁車未停穩就摘掛鉤，嚴禁蹬車摘掛鉤。
13、每次掛鉤完畢，必須對車輛各部位、繩頭、連接裝置等再詳細檢查一遍，確保完好正確、牢固可靠，然後了望車輛運行方向有無障礙和隱患，確認安全後(上車場打開擋車欄)，進入躲避硐或安全地帶，方準發出開車指令。
14、發現影響安全提升的障礙物，必須排出，在排除前嚴禁提升。
15、摘掛操作時、人力推車時必須嚴格防止車輛自動滑行，必須使用木棒、木楔支墊。
16、絞車正常停車後，應將控製器手把放在停車位置(零位)，常用閘拉在抱閘位置。若長時間停車或司機離開操作台時，必須關閉電源，開關手把處於中間位置並鎖死;
17、礦車下放到位及裝矸期間，司機不得離開司機台;司機停車後應經常檢查絞車各部件情況，發現問題及時處理，處理不了的及時彙報;下班時，鋼絲繩必須緾繞在滾筒上，絕不允許礦車吊在斜坡上下班。
18、必須按規定設置“一坡三擋”並保證正常使用。
十、安全揭煤
由於軌道上山將從15號煤層底板穿越15號煤層至14號煤層底板，軌道上山施工中必須揭開15號煤層，所以，為保證整個揭煤過程施工安全，應嚴格按照《煤礦安全規程》及“防突細則”的有關規定，編製專門揭煤設計，采取綜合防治突出措施，報礦總工程師審批和上級主管部門備案。
1、在工作麵掘進至變坡點以下40米時，應停止磧頭施工，至少打2個前探鑽孔，鑽孔必須打穿至14號煤層頂板2米外，以便準確地掌握煤層賦存條件、地質構造、瓦斯壓力情況等。
2、在工作麵距15號煤層法線距離5米以外，至少打2個穿透15號煤層全厚的鑽孔，測定煤層瓦斯壓力和煤層突出危險性。
3、在布置揭煤炮眼工作前，必須有控製工作麵與15號煤層之間岩柱尺寸的措施，並保證工作麵距煤層法線距離最小值不得小於1.5米。
4、當預測為突出危險工作麵時，必須采取“四位一體”的綜合防治措施，隻有經檢驗措施有效後，方能遠距離爆破或震動爆破揭穿煤層;若檢驗措施無效，應采取補充防治突出措施直至有效;當預測為無突出危險工作麵時，可不采取防治突出措施，直接遠距離爆破或震動爆破揭穿煤層。
5、在具體的揭煤工作前，礦上必須組織專門技術人員編製揭煤安全技術措施，並嚴格按批複後的“軌道上山揭煤措施”進行施工。
十一、施工安全措施
1、凡下井人員，必須佩戴安全帽、防爆礦燈、穿棉質勞保服及統靴。嚴禁攜帶煙草、點火物品下井，嚴禁酒後下井。井口20m範圍內嚴禁煙火，井口設專職檢身員對入井人員進行安全檢查，閑雜人員嚴禁入內。
2、凡入井工作人員必須經安全培訓，熟悉入井安全規定、熟悉作業規程方可下井作業，未經安全培訓學習和非工作人員嚴禁入井。
3、嚴禁任何人搭乘箕鬥或礦車入井。
4、井下所有的機電設備必須防爆，“三大保護”完整有效。並有專職人員定期或不定期對設備進行失爆檢查，做到“三無四有”，確保用電安全。
5、風、水鋼管和鋼軌運輸前，必須由專人負責指揮工作，並采取有效捆綁措施，防碰、防滑、防翻車。
6、各班工作前和放炮後，必須加強“敲幫問頂”工作。
7、工作麵打眼時，嚴禁在殘眼內鑿眼或利用殘眼裝藥放炮。當工作麵出現軟弱岩層、地質構造等異常情況時，必須及時通知監理、業主，共同到現場確定支護形式。
8、耙岩機操作時，空繩不要太鬆，回耙鬥重繩更不能鬆，也不可同時拉緊兩個操作手柄，以防耙鬥騰空。
9、耙岩機距磧頭距離宜為15m-35m。每次放炮前先將耙鬥拉到耙岩機撮箕口前，且耙岩機的防滑裝置應卡緊，電機、電纜、開關應采取有效遮護。
10、耙鬥裝岩機工作時，耙鬥運行期間，嚴禁人員在耙鬥運行區域行走或工作。耙岩機矸槽邊的所有插孔，必須用鋼釺設防身欄，防止耙岩機的鋼繩彈出傷人。為確保磧頭打眼和掛眼人員安全，耙岩機的耙鬥尾輪固定位置距磧頭不得小於6m。
11、耙岩機工作完畢，應將兩個手把放在鬆閘位置，並取下把手,同時切斷電動機電源。
12、斜井耙岩機應采用不小於ф32mm錨樁和ф15.5mm鋼繩進行固定，且每次固定的錨樁不少於4根,鋼繩不少於2根;錨樁伸入基岩的長度不小於1.5m。
13、斜井軌道應嚴格按照《軌道上山防滑措施布置圖》設置防滑裝置;移耙岩機必須編製專項《移耙岩機安全技術措施》，並組織班組人員學習、貫徹;
14、絞車房、信號房與耙岩機後麵的聲光信號必須完好。斜坡提升必須嚴格執行“一坡三擋”，提升信號一律采用“一停、二上、三下、四慢上、五慢下”的規定。信號發送由專人負責，若信號不清，絞車司機有權拒絕啟動絞車。
15、絞車司機每班工作前，必須認真檢查提升鋼繩質量，若發現鋼繩在一個念距內的斷絲麵積超過鋼絲總斷麵積10%時，應立即向調度室彙報，並由調度室安排人員切斷不合格段重新聯接或更換新鋼繩。絞車司機工作時，必須精力充沛，思想集中，隨時注意絞車運行情況。
16、井筒距耙岩機尾部10m左右和距變坡點斜巷中7m左右位置，分別設一道移動式和一道固定式擋車攔，並分別由耙鬥司機和井口信號工負責操作。固定式擋車攔的看守人員，必須進入躲身硐內;移動式擋車攔的看守人員，應在耙岩機尾端靠牆站立。在變坡點外2m處設一道阻車器，平時必須處於常閉狀態，防止礦車滑入斜井。
17、根據《煤礦01manbetx 》第四十六條規定：斜井(巷)施工期間兼作行人道時，必須每隔40m設置躲避硐一個。為了確保安全施工，便於每次移耙鬥時剛好處於躲避硐附近(硐內好存放各種開關等)，經我礦組織研究，決定每30m間距(以平斜麵交線計算)在井筒右側設躲身硐一個。
18、摘掛鉤工掛礦車時，必須掛好牽引鋼繩和保險繩，並使用專用插銷和三連環鉤，並經檢查無誤後，信號工才可按規定發送聲光信號。硐外必須設多盞防爆照明燈，確保良好的視線。
19、斜坡提升時，必須堅持“行人不行車，行車不行人、不作業”的原則。若人員在行走時，發現絞車牽引礦車或箕鬥，應立即快步進入就近的躲身硐內，等絞車停止運行後方可繼續行走。施工用JTK1.2型礦用絞車，配用不小於Φ18mm鋼絲繩，一次最多提升1.0T礦車2個。
20、斜坡提升時，嚴禁人員爬、蹬、跳礦車或箕鬥。
21、放炮母線隻準懸掛在無電纜側的巷道幫上。工作麵每次起爆後，放炮母線起爆端的兩根銅線必須扭結，同時放炮器的鑰匙必須由放炮員隨身攜帶。放炮母線前端接頭距磧頭保持30m間距，采用Φ0.2mm塑料包皮鐵線聯接，一端接電雷管腳線，另一端接放炮母線，不得有明接頭。
22、雷管運送入井前，應裝入木箱，並配備鐵鎖鎖好。入井運送時，必須由放炮員親自押送且不得中途停留。雷管嚴禁搭在礦車內運輸。
23、礦車運送炸藥入井時，必須事先通知絞車司機和井上、下把鉤工，且裝車高度不得超過礦車高度;嚴禁在交接班和人員上下井時間運送炸藥;炸藥入井後必須裝箱上鎖。
24、放炮員製作和存放引藥的位置，應選在頂板完好且無電纜和電氣設備的硐室內。
25、放炮安全距離直巷為200m，轉彎巷道為150m;每次放炮前所有施工人員必須撤到安全距離外的安全地點躲避，並由班長安排專人在通往爆破點的所有通道口設置警戒，同時詳細清點人數，經放炮員複查無誤後，方可起爆。
26、井下放炮必須嚴格執行“一炮三檢製”和“三人連鎖放炮製”。
27、工作麵爆破後，在排矸過程中，若發現殘管、殘藥應及時交放炮員統一保管出井退庫;若有瞎炮必須在距瞎炮0.3m處平行打眼，另行裝藥引爆。
28、加強火工產品管理，各班放炮員必須堅持炸藥、雷管領退製度，禁止私自存放，防止炸藥、雷管流失。
29、炮眼封泥長度，周邊眼不小於300mm，其它炮眼不小於500mm。
30、井下爆破必須嚴格遵照《煤礦01manbetx 》第315～342條中的有關規定執行。
31、瓦檢員必須堅守工作崗位，嚴禁“空班、漏檢、假檢”瓦斯。瓦斯檢查後應在牌板上準確填寫瓦斯數據，並認真填寫瓦斯日報表交礦長、總工審核。各班值班隊長必須隨身攜帶數顯瓦檢儀，隨時檢查工作麵瓦斯情況。
32、工作麵瓦斯濃度達到1%時，禁止爆破。機電設備及開關附近20m內風流中，瓦斯濃度達到1.5%時，必須停止工作，切斷電源，撤出人員，及時處理。巷道內體積達到0.5m3的空間積聚瓦斯濃度達到2%時，附近20m內必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。工作麵風流中二氧化碳濃度達到1.5%時，必須停止工作撤出人員。
33、局扇停止或起動由通風工負責，其它人員嚴禁隨意開停。
34、井下風筒應懸掛平直，接頭卷邊符合要求，若有破縫和孔洞立即修補，防止漏風導致工作麵風量不足。
35、風筒口距磧頭距離岩巷不超過7m，煤巷及半煤巷不超過5m。由於風筒離工作麵近，為防止爆破飛石損壞，必須采取措施進行有效保護。
36、局扇一律不準停風，若因故障檢修或停電時，必須撤出硐內人員，切斷電源。局部通風機因固運轉，在恢複通風前，必須檢查瓦斯，隻有當局扇及開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度小於0.5%，且停風區內瓦斯濃度不超過1.0%和二氧化碳濃度不超過1.5%時，方可由通風工啟動局扇送風，否則，必須采取措施控製風流進行瓦斯排放，當停風區中瓦斯和二氧化碳濃度超過3%時，排放措施必須報總工程師批準。更換和拆接風筒時嚴禁停風。
37、所有的電纜接頭必須采用防爆接線盒聯接，井下線纜應做到“三無”、“四有”。
38、機電設備檢修時必須切斷電源，並懸掛“正在檢修，禁止啟動”字樣的警示牌;嚴禁帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。
39、井下線纜應吊掛整齊並遵照《煤礦01manbetx 》第四百六十九條規定執行，井下電氣設備操作應遵照《煤礦01manbetx 》第四百四十六條規定進行。
40、入井軌道、金屬管線必須設置不少於兩處絕緣段，接地裝置的接地電阻不大於相關規範要求。
41、掘進工作麵的通風局扇，應布置風電閉鎖裝置。在掘進工作麵和回風巷各安裝一台瓦斯自動報警儀。
42、在掘進巷道時，為了防塵，每隔50m在主管上分出一支管，管徑為Φ25膠管，膠管端頭安裝鴨嘴噴霧器一個，每次放炮後必須采取噴霧降塵。
43、凡井下特殊工種，一律持證上崗。
44、井筒進入含水層前，嚴格按探放水措施進行操作。
45、軌道上山進行揭煤前，按礦方另行編製的《軌道上山揭煤措施》進行施工。
46、軌道上山施工期間礦井災害預防和處理，按《雷公山煤礦災害預防和處理計劃》執行。
47、本作業規程未盡之處，將及時補充措施並按嚴格按《煤礦安全規程》、01manbetx 補充技術措施等相關條款執行。
48、根據現場施工情況，逐步完善各項安全技術措施，切實抓好安全生產。
十二、通風
井巷工程通風主要目標是排炮煙或瓦斯、保障工作人員用風及降低粉塵濃度等。故需采取增大風量、提高風速(<最大允許風速)、灑水防塵等措施。
1、風量計算
1.1排炮煙所需風量
Q壓=7.8[A(SL)2]1/3/t
Q壓：壓入式通風排煙風量 m3/min
t：通風排煙時間 取t=30min
A:工作麵一次循環起爆藥量 A=19.65kg
S:掘進斷麵 取S=9.1m2
L:稀釋炮煙所需的巷道長度
L=400(A/S)0.5=400×(19.65÷9.1)0.5=587.8m
Q壓=7.8[19.65×(9.1×587.8)2]1/3/30=214.5m3 /min
1.2井下工作人員需風量
Q=4N，N為井下最大工作人數
取N=20人 則Q=4×20=80m3/min
1.3風速要求的供風量
0.15m/S≤V≤4 m/S Q=60VS
0.15×60×9.1≤Q≤4×60×9.1
110.7m3/min≤Q≤2952m3/min
2、通風設施選取
2.1壓入式通風供風量
因軌道上山扇部通風機安裝於地麵，且距井口位置大於10米，故供風量是沒滿足的。
2.2風機選型
2.2.1 選型依據
1、軌道上山正常生產時巷掘進最大距離為693m，掘進斷麵積為9.1m2。
2、根據上述風量計算的結果，軌道上山掘進工作麵稀釋瓦斯需風量，同時工作最多人數需風量、稀釋炮煙需風量和滿足巷道最低排塵風速風量計算的最大值為214.5m3 /min。
2.2.2風筒的選擇
根據以往經驗，軌道上山掘進選用阻燃、抗靜電膠質風筒，根椐掘進巷道相關參數選定風筒直徑Φ=600mm。
2.2.3局部通風機工作風量：Qa=PqQh
式中：Qa——局部通風機工作風量;
Pq——漏風係數，查表取1.2;
Qh——掘進工作麵需風量，m3/s。
Qa=214.5m3 /min×1.2=257.4 m3 /min=4.29 m3/s
2.2.4局部通風機工作風壓： hft=L×Rp×Qa2
式中：hft——局部通風機全風壓，Pa;
L——掘進巷道長度，m;
Rp——壓入式通風百米風筒的風阻，N·s2/m8。根據重慶研究所和開灤等礦實測的風筒百米風阻結果，φ600mm膠質風筒百米風阻值為24N·s2/m8。
hft=693×24×4.292/100=3060 (Pa)
2.2.5確定局部通風機類型
掘進工作麵采用壓入式通風。根椐以上計算結果選用選用BFD№--5.6/2×11型對旋軸流式局部通風機2 台，一台工作，一台備用，其供風量為230～350m3/min，最大負壓4200 Pa，能滿足軌道上山掘進需要。
3、通風係統
局部通風機采用“三專兩閉鎖”安全措施，即風機用專用變壓器，專用開關、專用電纜;風電及瓦斯電閉鎖。采用BFD№--5.6/2×11型軸流式風機進行壓入式通風。通風係統具體布置詳見下圖。
通風係統示意圖
4、設施要求
4.1在井口10外安裝兩台BFD№--5.6/2×11型軸流式風機，采用φ600的軟風筒，懸掛於巷道非行人一側拱肩處。
4.2井口風機安裝在距井口不小於10m，空氣流通較好，不致吸入井內排出汙風的地方，且用金屬構架或木垛將風機墊高至不小於1.00m。
4.3風筒采用拉鏈聯結，要求吊掛平、直、穩，逢環必掛。
4.4風筒隨時保持完好，無漏風現象，發現破口、小洞，應及時修補。
4.5設專人負責通風作業，隨時保證工作麵有足夠的新鮮風量，風速不小於0.15m/s，不大於4m/s。
4.6不得隨意關停風機，因停電、檢修等停風且時間超過15min時，應撤出井內全部人員，待恢複正常供風並經瓦斯檢測合格後方可重新入井安施工。
黔西縣雷公山煤礦
2009年6月20日
