煤矿施工组织设计样本

xxx煤矿施工组织设计目录

第一章概况•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••3

第一节概述•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••3

第二节编写依据•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••3

第二章井田概况及地质水文情况••••••••••••••••••••••••••••••••••3

第一节井田概况••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••3

第二节地质水文情况••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••4

第三章巷道部署及支护说明•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••7巷道部署••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••7

第二节支护设计•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••8

第四章施工工艺••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••11

第一节施工方法及施工工艺••••••••••••••••••••••••••••••••••••11

第二节凿岩方法••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••17

第三节爆破作业•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••18

第四节装、运岩（煤）方管线敷设及轨道铺设••••••••••••••••••••••••••••••••••••22

第六节机械化作业线配套设施•••••••••••••••••••••••••••••••••••24

第五章劳动组织及关键技术经济指标••••••••••••••••••••••••••24

第一节劳动组织••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••24

第二节循环作业图表•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••26

第三节关键技术经济指标••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••26

第六章生产系统•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••27

第一节通风系统•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••27压风系统•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••30

第三节防尘系统••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••31

第四节防灭火•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••31

第五节安全监测监控系统•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••32

第六节供电系统••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••33

第七节运输系统••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••33

第八节通讯系统••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••33排水系统••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••34

第七章

灾难预防及避灾路线••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••34

第一节避灾标准••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••34

第二节避灾路线••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••35

第三节第八章安全技术方法••••••••••••••••••••••••••••••••••••35

第四节第一节通用部分•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••35

第五节第二节顶板管理••••••••••••••••••••••••••••••••••••••37

第六节第三节“一通三防”管理•••••••••••••••••••••••••••••41第四节凿岩爆破管理••••••••••••••••••••••••••••••••••••45

第八节第五节电器设备管理••••••••••••••••••••••••••••••••••51

第九节第六节运输管理•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••53

第十节第七节复道安全注意事项•••••••••••••••••••••••••••••••55

第十一节第八节起吊重物安全注意事项•••••••••••••••••••••••••••58

第十二节第九节挖掘机管理••••••••••••••••••••••••••••••••••••••59

第十三节第十节其它•••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••••60

第十四节第九章架棚施工方法及安全注意事项••••••••••••••••••••68

第十五节第十章文明施工、环境保护、消防、降噪声方法•••••••••••••69附件:施工图表

第一章概况

第一节概述

一、硐室名称：本《施工作业规程》掘进巷道名称为回风斜井井筒。

二、掘进目标及巷道用途掘进目标是为了形成该矿井通风系统。

三、巷道设计长度及服务年限回风斜井设计长度648.1m。服务年限：同矿井服务年限。

四、其它本施工规程不包含井筒底拱、铺底、台阶、水沟等，施工时另行编制施工方法。第二节编写依据一、掘进巷道设计图纸某某矿回风斜井井筒平、剖、断面图，图号S1628-118-1。二、其它编制依据1、《煤矿安全规程》（）；2、《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213—90；3、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009—94；4、《简明建井工程手册》。5、已审批《施工组织设计》

第二章井田概况及地质水文情况

第一节井田概况

一、交通位置

某某井田在陕西省榆林市横山县东北方向约20公里处，行政区划隶属某某镇管辖。本区交通以公路为主，某某公路从井田北界经过，某某高速公路从井田西北部15公里处经过，本区交通条件便利。地理坐标为：东经X°X′X"～Y°Y′Y"，北纬Z°Z′Z"～W°W′W"。井田东西宽10.0Km，南北长7.6～12.5Km,面积约107.45Km.某某煤矿由XX设计，设计生产能力1.5Mt/a。斜井开拓，设主、副、风三个斜井井筒，一个工业广场。

第二节地质水文

1.1井筒地质及水文地质

1.1.1地层

井田内被第四系所覆盖。依据区内回风检孔资料，将区内地层层序划分为：第四系风积沙、第四系中更新系统离石组、第三系保德组、直罗组（J2z）、朱罗系中统延安组（J2y），现由新至老简述以下：

1.1.1.1第四系风积沙：局部零星分布，厚度1-10m。为浅黄色粉细沙、细沙，分选性中等，磨园度为次棱角状。其上植被多为沙柳、沙蒿及杂草。第四系地层厚度改变较大，依据X1-4、X1-5钻孔揭露厚度为7.4－7.5m,主检孔揭露厚度18.83m,主斜井井口处，松散层厚度小于5.0m。第四系地层角度不整合于一切老地层之上。本层揭露厚度0-10.02m。

1.1.1.2第四系中更新系统离石组分布广泛，多沿梁峁大面积分布，地形平缓，边部发育冲沟。岩性为浅黄色粉砂质粘土、亚砂土，柱状节剪发育，因结性差。厚度0-20m。此次揭露厚度,30.85-72.40m。

1.1.1.3第三系上新统保德组（N2b）断续出露于各支沟沟脑，是本区第四系地层关键原因组成部分。岩性为灰黄色、浅棕黄色亚粘土、亚砂土，夹2-5层厚0.3m左右古土壤层，半固结，柱状节剪发育，含大量灰白色不规则状钙质结核，底部偶见灰白、褐黄色砂、砂卵石层。厚度0-120m。此次揭露厚度，0.00-10.02m。1.1.1.4侏罗系中统直罗组（J2z）全井田分布厚度0-132.70m，平均77.97m。大部分被第四系覆盖，无定河南岸及区内较大沟谷中局部出露。本组顶部普遍遭到风化剥蚀，保留不全。井田西南部ZK202孔（132.70m）、中部Z808孔（112.99m）厚度较大。该组岩性较单一，关键为一套半干旱条件下形成河流相沉积。岩性以灰白-浅灰白色中（细）粒砂岩和浅灰绿色粉砂岩、泥岩为主，组成2-3个沉积旋回，下旋回顶部或上部见及杂色粘土岩，大部厚度小于1m，局部达成2m左右。底部为灰白色厚层状中（粗）粒长石砂岩，含较多植物茎干化石及泥砾，分布较稳定，厚5-20m,是本区划分延安组和直罗组界线关键标志层（K4）。和下伏地层延安组呈整合接触。此次揭露厚度，42.42-52.82m。

1.1.1.5侏罗系中统延安组（J2y）全井田分布，为本区含煤地层，厚度188.27-251.59m，平均232.46m，由南向北厚度减小，无定河南岸波罗镇周围、井田东北部白莲沟沟底、井田东南部沙峁沟沟底等地局部出露。岩性关键表现为一套河流—湖泊三角洲—冲积平原环境沉积灰色细—粗粒长石砂岩、深灰色泥岩、粉砂岩，夹黑色炭质泥岩、煤层（线）多个沉积旋回组成建造。依据岩石组合、含煤特征、旋回结构等深入划分为四个段。含可采煤层一层（3号煤层）。

1.1.2结构井田在鄂尔多斯盆地之次级结构单元陕北斜坡中部，地质结构简单，区内无岩浆活动痕迹，局部发育宽缓波状起伏。经过地震勘查，井田内地震线经过地段未发觉断（层）点，总体结构形态为一向近西向缓倾单斜层，倾向277°，倾角0.6°左右。

1.1.3瓦斯、地温摘自《侏罗纪煤田某某矿井田勘察汇报》

1.1.3.1瓦斯依据施工4个钻孔采取瓦斯样测定结果得悉，煤层CH4含量最大为0.10mg/g•燃，自然瓦斯成份中CH4含量最大为0.96%，瓦斯分带属二氧化碳—氮气带，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。

1.1.3.2地温对钻孔资料显示，所测钻孔中最高温度为17.42℃，地温梯度＜3℃/100m，无地温异常。从井田周围煤矿开采情况来看，未发觉高温生产矿井，故井田应属地温正常区。

1.1.4工程地质特征依据此矿井井筒检验孔勘查汇报，本井筒关键揭露地层有朱罗系延安组、直罗组、第四纪红土层、黄土层、风积沙。从岩性看，第四系、朱罗系地层之间差异较大。本区地质结构简单，岩石关键以较软岩为主，岩体较完整，以块状及层状结构为主。回风斜井井筒工程地质条件对施工影响：软岩对掘进和支护影响，软岩可缩短单循环破岩工时,降低破岩成本，同时也会增加支护难度、支护工时和支护成本。在自然状态下岩体及岩石保持一定原始强度，假如受井筒开挖人工扰动和地下水浸泡，岩体（石）强度就会降低，产生溶水崩解。这种现象会给机械装岩造成很大困难，严重时，耙装机不能使用，装载机、小型挖掘机降低效率。砂岩水解后变成散状沙和稀泥给排水带来较大困难，使排水设备降低效率，缩短使用寿命。工作面水、沙、稀泥恶化工作环境，降低劳动效率，增加劳动强度。1.1.5含水层回风斜井井筒共穿过以下4层含水层：第一含水层、第三系保德组潜水含水层大面积分布，此次揭露厚度0.00-10.02m，本组上部为砖红色亚粘土和粘土，结构致密，具隔水作用，下部含钙质结核及沙砾，组成局部含水层，该含水层厚13.77m，井筒涌水量0.795m3/h。第二含水层、侏罗系中统直罗组风化岩潜水含水层风化岩广泛分布，揭露厚度42.42-52.82m，岩性以灰黄色中、细粒砂岩为主，岩性风化程序不均，局部裂隙发育，是井筒穿越时关键充足层位，该含水层厚58.26m，井筒涌水量3.128m3/h。第三含水层、侏罗系中统延安组孔隙裂隙承压含水层揭露厚度74.39-107.49m，延安组岩性为中细粒砂岩、泥岩、粉砂岩互层结构，胶结致密，裂隙类型以节理、层面为主，闭合性质，含水性、导水性均差。该含水层厚52.7m，井筒涌水量0.14m3/h。附地质柱状图：

第三章巷道部署及支护说明

第一节巷道部署

该回风斜井筒中心坐标：X=4209865.000m,Y=36628133.000m,Z=+1170.000m,井筒方位角为90°00′00″。井筒全长648.1m（其中明槽掘至3m为安全出口正中，方位角0°00′00″，硐长11.5m；明槽掘至17.63m为风硐正中，方位角225°00′00″，硐长6.9m；躲避硐室总长19.6m）,主体巷道设计倾角为-20°。（见巷道平面图）

第二节支护设计

一、巷道断面该回风斜井关键有1-1断面、2-2断面，巷道规格为：1-1断面为直墙半圆拱形，荒宽5.0m，净宽4.2m，墙高1.85m，右墙基深250mm；S荒=18.86m2，S净=13.22m2，长度为223.1m。2-2断面为直墙半圆拱形，荒宽4.5m，净宽4.2m，墙高1.6m，S荒=15.15m2，S净=13.22m2,长度为387m。每40m设一躲避硐，在巷道前进右侧，为直墙半圆拱形断面，墙高1.4m，净宽1.4m，净深1.4m，支护形式表土段采取锚、网现浇素砼支护，砌厚200mm；基岩段采取锚网喷支护，锚网支护形式同锚喷段支护。水沟及台阶在巷道前进方向右侧，水沟净规格为宽×高=200×200㎜，台阶踏步宽×高=360×130㎜，台阶宽500㎜。

二、临时支护（一）表土段施工：依据现场岩石实际情况确定表土段临时支护方法：若岩石稳定可采取扇形棚或25#U型钢金属支架临时支护；若岩石围岩不稳定时采取架设25#U型钢金属支架或槽钢棚并在上方铺设一层金属网，然后立即进行初喷，初喷厚度30-50mm作为临时支护。（二）基岩段施工：放炮后采取前探梁临时支护并立即进行锚网喷。前探梁选择φ108㎜钢管，长度大于4m，每组3根，间距0.8～1m，用吊环和锚杆固定。吊环形式为半圆型，圆弧朝下。每根前探梁用2个吊环。吊环螺母必需和锚杆配套，吊环必需上满丝且最少露丝2～3丝，锚固力大于50kN/根。前探梁和顶板间前端用木背板和小木楔塞紧，后端用大木楔楔紧。临时支护必需紧跟工作面，前探梁至工作面小于200㎜。最大空顶距不超出2500㎜，最小空顶距小于800㎜三、永久支护

（一）表土段支护：采取素混凝土支护，砌碹厚度400㎜，右墙基础深度为250㎜，，混凝土强度等级为C30，施工时过含水层时在混凝土中掺入BR-3型增强防水剂，防水剂按水泥用量10%掺加。铺底前先在底板砌筑一层250mm厚砂浆片石然后铺设混凝土路面，厚度100mm，砼强度等级C20。

（二）基岩段支护形式以下：2-2断面：采取锚网喷支护。锚杆采取左旋无纵筋井下专用锚杆，全长锚固，锚杆规格Φ20㎜，长度L=2400㎜；托板为钢板加工，规格100×110×10㎜，间排距为800㎜×800㎜，矩形部署。金属网采取φ6.5钢筋焊接而成，网片规格为1050×1950㎜，网孔规格150×150㎜，连接方法为对接，每300mm一扣用16#绑丝双股缠绕一圈拧紧，喷厚150㎜，喷射混凝土强度等级为C20，铺底混凝土强度等级为C20。附断面支护图：

锚杆选择计算按悬吊理论计算锚杆、参数：

1、锚杆长度计算：L＝KH+L1+L2

式中：L—锚杆长度，m；

H—冒落拱高度，m；

K—安全系数，通常取K=2；

L1—锚杆锚入稳定岩层深度，通常按经验取0.5m；

L2—锚杆在巷道中外露长度，通常取0.1m；

其中：H=B/（2f）=4.5/（2×5）=0.45

式中：B—巷道开掘宽度，取4.5m；

f—岩石紧固性系数，取5；

则：L=2×0.45+0.5+0.1=1.5m＜2.4m

2、锚杆间、排距计算，

通常间排距相等，取α；α=Q/（KHr）

式中：α—锚杆间排距，m；

Q—锚杆设计锚固力50KN/根

H—冒落拱高度取0.45m；

r—被悬吊砂岩密度，取45KN/m3；

K—安全系数，通常取K=2；

则：α=50/（2×0.45×45）=1.23m＞0.8m

经过以上计算，选择Φ20×2400㎜高强锚杆，间排距为800㎜×800㎜，矩形部署，可满足安全及质量施工要求。

四、井巷模板组装规格偏差应符合以下要求

1、宽度：中线至两帮模板距离：合格：+10～+40㎜；优良：+10～+30㎜。

2、高度：腰线至顶、底板距离：合格：+10～+40㎜；优良：+10～+30㎜。

3、井巷模板组装许可偏差应符合以下要求

1）基础深度：-30～+100㎜；

2）轴线位移：≤5㎜；

3）相邻两模板表面高低差：≤5㎜；

4）模板接茬平整度：≤15㎜。

五、井巷混凝土支护工程规格偏差

1）中线至任一帮距离：合格：0～+50㎜；优良：0～+30㎜。

2）腰线至顶、底板距离：合格：0～+50㎜；优良：0～+30㎜。其它未尽项目实施MT5009—94《煤矿井巷工程质量检验评定标准》中相关要求。锚网喷巷道工程质量要求（见下表）合格优良施工坡度20°50米范围内误差±1‰50米范围内误差±0.5‰巷道净宽宽度中线至任一帮距离0～+150㎜0～+100㎜巷道净高高度腰线至顶、底板距离0～+150㎜0～+100㎜锚杆间排距800×800㎜±100㎜锚杆孔深度2350㎜0～+50㎜锚杆角度垂直轮廓线误差≤15°锚杆外露长度100㎜符合要求喷射砼厚度150㎜大于设计90%大于设计金属网对接符合要求绑扎300㎜

第四章施工工艺

第一节施工方法及施工工艺

一、施工方法表土段采取55VXL小型破碎挖掘机挖掘，全断面掘进，人工配适用手镐和风镐在工作台上由上向下进行刷边，当表土段开挖过程中挖掘机开挖困难时可采取打浅眼、少装药、放小炮震动方法掘进，然后再用风镐修整巷道至设计断面。作业方法为三•八制，永久支护和工作面平行交叉作业；基岩段采取全断面一次爆破方法破岩，作业方法为四•八制，三掘一支。

二、施工工艺

（一）、表土段施工：1、采取挖掘机掘进，人工配合风镐、手镐刷边，随掘随砌。进入硐身所经过表土段破碎严重时，应采取预先沿井筒轮廓线外打设超前管棚或25#U型钢棚临时支护，并立即浇注混凝土，井筒砌碹滞后掘进工作面小于4m，砌碹段长2m-4m。围岩较稳定时取消管棚支护，采取25#U型钢棚或木点柱进行临时支护，并立即浇注混凝土，井筒砌碹滞后掘进工作面小于4m，砌碹段长2m-4m。2、支设站柱、碹胎站柱、碹胎为整体式由螺栓连接，浇筑段长8～10m，碹胎和站柱均为16#槽钢加工而成，模板采取长度为1500㎜12＃槽钢。支设模板前先将站柱按巷道中、腰线固定好由当班质量验收员检验校核尺寸，站柱间距为1.5m，站柱经过4寸钢管自制加工工作台固定，工作台两侧上下用丝杠和站柱对撑固定，工作台下部用钢管和轨道对撑或在巷道底板钻孔打地锚固定工作台，不影响排矸及运料。站柱支设固定完成后，立即架设碹胎，当班质量验收员检验校核尺寸无误后将碹胎拉杆上好固定，碹胎和站柱用螺栓连接固定，以确保碹胎稳定。将模板放入站柱内，模板和岩面之间采取50×50㎜方木支撑固定，模板随混凝土浇注高度边浇注边支设并立即将下层方木取出。5、混凝土浇注（1）准备工作①在井口周围设搅拌站，多种砼用料经计量后，进入搅拌机搅拌。②清理浇注现场矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电塑料管做输料管使用。③检验搅拌机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。（2）浇注混凝土工艺要求①材料选择：采取P.O42.5R一般硅酸盐水泥，中粗河砂，粒径20～40㎜碎石，水采取洁净水，不含酸、碱及油污。混凝土掺加BR-3型防水剂，防水剂掺加用量为水泥重量10%。砼配合比：按大堆材料到指定试验室做配比试验。②砼拌制及输送，多种砼用料按配比经计量后，倾入搅拌机内搅拌90S，直至搅拌均匀。砼经搅拌机搅拌均匀用HBMD12/4-22S型混凝土输送泵输送砼入模。输送距离200m左右不适合使用输送泵输送混凝土时用V型矿车送至工作面，人工用铁锹入模。混凝土入模温度不低于5℃。（3）浇注工作砼浇注应分层对称进行，每层厚度不超出300㎜，浇注砼应连续进行，超出2小时时采取方法进行处理，砼捣固采取风动振捣器捣固，捣固工作应专员分片负责，振捣棒插入下层砼中50～100㎜，每次移动距离350㎜左右,振捣砼表面出浆，无气泡上浮。4）浇注质量砼浇注前应仔细检验模板支设是否严密，砼捣固要均匀，拆模后无蜂窝、麻面。6、拆模拆模时间为浇注混凝土后72小时，拆模时先墙后拱，由下向上进行。模板复用前必需清理洁净并刷油。浇注混凝土工艺步骤：敲帮问顶→支设整体碹胎→量取规格→铺设模板→浇注混凝土→拆除上一循环模板→下一循环(二）、基岩段施工基岩段采取多台YT-27型风动凿岩机凿岩、P-60B耙装机装岩、ZP-VII型砼喷射机等配套机械化作业线施工。1、基岩段掘进采取钻爆法掘进，光面爆破。配置多台YT-27型风钻同时钻眼,B22mm,L=3500mm,中空六角钢钎,Φ32mm“一”字钻头，炸药选择煤矿安全许用乳化炸药，雷管为毫秒延期电雷管，大功率电容式起爆器起爆。（1）爆破参数正向装药结构，起爆次序从中心到周围依次起爆，联线方法为串联。（2）钻眼爆破作业钻眼爆破作业要严格按爆破设计施工，确保钻眼、装药、联线，放炮等各工序质量，并依据各层实际情况，立即调整爆破图表，提升爆破效果，确保光爆成型。钻眼时，全部眼深均要达成设计同一平面内，炮眼角度符合要求。钻眼完成后，将炮眼用压风吹净，然后按爆破图表要求进行装药，经检验无误后，方可进行联线，联线方法为串联，将每个雷管脚线连在一起，并检验有没有漏连，无误后和母线联接。（3）钻眼爆破注意事项钻眼前要检验井帮围岩，处理掉活矸，浮石后方可钻眼，各炮眼眼位和方向要正确，严格按设计要求施工，雷管下井前要检验雷管段号和型号，不一样型号、不一样厂家生产雷管严禁混用。放炮前工作面全部设备要掩护好，人员撤离到120m以外安全有掩护地点躲避，进行安全确定后方可放炮。2、装矸和排矸掘进工作面放炮后矸石经耙装机装入6m3箕斗，提升出井后排入矸石仓，由装载机配合12t自卸汽车排至业主指定场地。3、支护（1）打锚杆眼打眼前首先敲帮问顶，仔细检验顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确定安全后方可开始工作。然后使用前探梁进行临时支护。打眼前，当班验收员按中、腰线检验巷道断面规格，不符合设计断面规格时必需进行处理。打眼前要依据设计要求用炮泥点好锚杆眼位，眼距误差为±100㎜，眼向误差不得大于15°，锚杆眼深度比锚杆长度少100㎜。打锚杆眼时必需在临时支护掩护下进行操作，打眼次序应由外向里，先顶后帮依次进行。（2）锚杆施工工艺步骤临时支护后（敲帮问顶）→验收员画出锚杆眼位→用YT27风钻或风动锚索钻机，Φ32㎜钻头钻眼—用扫眼器扫眼→安装锚固剂和锚杆→用搅拌器联接手持式气动煤帮锚杆钻机和锚杆尾部（包含螺母和托板）→用手持式气动煤帮锚杆钻机搅拌锚固剂（20—40秒）→停止搅拌待1分钟后→铺设钢筋网，上托盘（或上托盘，喷射混凝土时再铺设金属网），用力矩扳手拧紧螺母→安装其它锚杆。4、喷砼支护1）准备工作①检验锚杆安装和网铺设是否符合设计要求，发觉问题立即处理。②清理喷射现场矸石杂物，接好风、水管路，输料管路要平直不得有急弯，接头要严密，不得漏风，严禁将非抗静电塑料管做输料管使用。③检验喷浆机是否完好，并送电空载试运转，紧固好磨擦板，不得出现漏风现象。④喷射前必需用高压风水冲洗岩面，在巷道拱顶和两帮应安设喷厚标志。⑤喷射人员要佩戴齐全有效劳保用具。2）喷射混凝土工艺要求工作面支护完成后，立即进行喷砼支护，立即封闭围岩。（1）喷射砼材料选择：水泥为P.O42.5R普硅水泥,砂为中粗河砂,石子为5～10mm粒径碎石,速凝剂掺入量为水泥用量4-5%，水清洁无杂质。（2）喷砼干料拌制和输送喷砼干料在井口周围搅拌站拌制，按配比要求经搅拌机搅拌均匀后经过井口顶板上预埋钢管溜下装入“V”型矿车，运输至工作面喷射。（3）砼喷射喷浆机部署于掘进工作面后15-30m。砼干料经矿车运至工作面周围喷射机旁，人工用铁锨将砼干料送入喷射机，并在喷射机处均匀加入速凝剂。喷射砼开机次序为开风→开水→开喷射机→下料→喷射喷射机停机次序为，待喷射干料全部喷出后→停喷射机→停水→停风喷射次序为：先墙后拱，自下向上进行，喷枪头和受喷面应尽可能保持垂直。喷枪头和受喷面垂直距离以0.8～1.0m为宜。喷射砼前，应找掉全部危岩、浮石，严格进行敲帮问顶工作，用压风清扫岩面，埋设喷射砼厚度标志点，喷射机司机和喷射手联络好，喷射区内设防爆照明灯，并加强通风。喷射时，喷浆机供风压力在0.6MPa，水压应比风压高0.1Mpa左右，加水量凭射手经验加以控制，最适宜水灰比是0.4～0.5之间。喷射过程中应依据出料量改变，立即调整给水量，确保水灰比正确，要使喷射湿混凝土无干斑，无流淌，粘着力强，回弹料少，一次喷射混凝土厚度50～70㎜，并要立即复喷，复喷间隔时间不得超出2个小时，不然应用高压水重新冲洗受喷面。3）喷射工作喷射工作开始前，应首先在喷射地点铺上旧皮带，方便搜集回弹料，喷射工作结束后，喷层必需连续洒水养护28天以上，7天以内每班洒水1次，7天以后天天洒水1次。一次喷射完成，应立即搜集回弹物，并应将当班拌料用净。当班喷射工作结束后，必需卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部全部灰浆或材料。①喷射砼时，如发生堵管或忽然停风、停电时，应立即关闭喷头水阀，预防水倒流入输料管中，且喷头朝下专员看管，预防忽然喷射或管子跳动伤人，严禁将喷头对准人处理堵管；堵管时严禁带压检修。②喷浆机开启前，要将机内大块矸石、物料用专用工具取出，以防堵管。喂料停止后，要待料腔、料管内余料全部吹净后再停机，并将机器内外清扫洁净。③喷浆机送风时，一定要固定好枪头，预防枪头摆动伤人。处理堵管时，不准带风或加大风压处理，要停电、停风打开放风阀敲打堵管处，然后关闭放风阀送风、送电处理。采取敲击法处理不通时，要拆开管路进行处理。喷浆枪头任何情况下全部不能对着人。④喷浆前多种高压风水管路必需连接牢靠，而且外加10#铁丝连在一起，预防断开伤人。⑤开机时必需先给水，后开风，再开机，最终上料；停机时，要先停料，后停机，再关水，最终停风。4）喷射质量喷射前必需清洗岩帮，清理浮矸，喷射均匀，无裂隙，无“穿裙，失脚”。5）围岩水处理：首先采取螺旋式由四面向中间覆盖喷浆，假如仍未封住淋水，则采取预埋导水管，将水导入水沟内。凿岩方法采取挖掘机挖掘，挖掘机挖掘困难时采取打眼、放炮方法破岩。一、凿岩机具表土段采取IHI-55VXL小型挖掘机，基岩段施工时采取YT-27型风钻配合中空六角钻杆，长度3500mm和Φ42㎜钻头打眼，风源来自地面压风机房。二、降尘方法降尘方法采取湿式打眼、放炮使用水炮泥、扒装前洒水、爆破时使用放炮喷雾，爆破后冲刷岩帮、打开水幕，巷道定时冲尘。爆破作业本回风斜井基岩段爆破时，掏槽方法为斜眼掏槽法。一、炸药、雷管使用煤矿安全许用乳化炸药、煤矿安全许用毫秒延期电雷管,最终一段延期时间不得超出130ms，电雷管必需编号。二、装药结构正向连续装药。附：装药结构示意图三、起爆方法起爆使用MFB-200型发爆器，全断面一次起爆，联线方法为串联联线。炮眼部署图第四节装、运岩(煤)方法一、装岩（土）方法掘进工作面后方安装P-60B耙装机，放炮后矸石用耙装机装入6m3箕斗，用绞车提升至地面翻矸架排入矸石仓，由装载机配合12t自卸汽车排至业主指定场地。二、运输方法施工过程中使用JK-2.5/11.5液压绞车做为主提升，JK-2.0/20绞车做为副提升，主提升绞车负责排矸，副提升负责材料、喷浆料、混凝土、人车运输。回风斜井提升设施技术参数一览表序号设备名称主提升机副提升机1提升机JK-2.5/11.5JK-2.0/202最大静张力(kg)900060003最大静张力差(kg)900060004提升速度(m/s)5.5m/s3.7m/s5电机功率/转速575kW256kW6钢丝绳6×7-26-17706×7-24-17707提升容器（m3）6m3箕斗MG1.1-6B矿车8凿井天轮Φ1200（固定）Φ1200（游动）9钢丝绳终端载荷(kg)4827㎏4173㎏/2231㎏10钢丝破断力总和(kg)45900㎏39071㎏11安全系数9.59.4/17.512人车XRC-10-6/6首尾两车附：主提升机强度核实A、提升机最大静张力核实：FjC=9000㎏提升机最大提升重量Fj：6m3箕斗自重Q1=3200㎏矸石重Q2=6×0.85×1600=8160㎏0.85--箕斗装满系数1600—矸石容重kg/m3总重11360㎏选择钢丝绳重6×7-26-1770型Q=45900kg。绳重Q3=2.37kg/×665m=1576kg钢丝绳终端载荷FJ=（Q1＋Q2）（sinα＋f1cosα）+Q3(sinα＋f2cosα)式中：α—井筒倾角、α=20°。F1—车辆运行阻力系数f1=0.01。f2—钢丝绳运行阻力系数f2=0.2。将α、f1、f2代入上式解得：FJ=(3200＋8160)(sin20°＋0.01cos20°)＋1576(sin20°＋0.2cos20°)=11360×0.3514＋1576×0.5300=3992＋835=4827kg9000kg＞4827kg满足要求B、提升钢丝绳安全系数校核：安全系数验算m=45900÷4827=9.5＞7.5满足要求C、电动机功率校核：P=KB×F×V÷（102×ηc）=1.2×4827×5.5÷（102×0.85）=367kW575kW＞367kW满足要求式中：KB—电机功率贮备系数KB=1.2ηc—传动效率ηc=0.85D、提升能力计算经计算箕斗在不一样深度时提升能力见下表施工提升能力表井筒深度(m)00提升能力(m3/h)48.343.339.235.933.131.2提升能力满足施工进度要求。附：副提升系统核实提升机最大静张力核实：FjC=6000㎏A、提升机最大提升重量FK：（1）、提矿车时：矿车MG1.1-6B自重Q1=4×592=2368㎏喷浆料Q2=4×1.1××0.85=7480㎏总重9848㎏（2）、提人车时：人车自重Q3=3523㎏乘车人员Q4=10×80=800㎏总重4323㎏选择钢丝绳6×7-24-1770型Qd=39071kgQ5=2.02kg/m×665=1343kgB、提矿车时钢丝绳终端载荷；FK=（Q1＋Q2）（sinα＋f1cosα）+Q5(sinα＋f2cosα)式中：α—井筒倾角、α=20°。F1—钢丝绳运行阻力系数f1=0.01。f2—钢丝绳运行阻力系数f2=0.2将α、f1、f2代入上式解得：FK=9848（sin20°＋f1cos20°）＋1343(sin20°＋f2cos20°)=9848×0.3514＋1343×0.5300=3461＋712=4173kgFjC=6000kg＞FK=4173kg符合要求C、提人车时钢丝绳终端载荷：FR=（3523＋800）（sin20°＋f1cos20°）＋1343(sin20°＋f2cos20°)=4323×0.3514＋1343×0.5300=1519＋712=2231kgFjC=6000kg＞FR=2231kg符合要求D、提升钢丝绳安全系数校核：选择6×7-24-1770型钢丝绳，钢丝破断力总和为Qd=39071kg。安全系数验算：提矿车时m=39071÷4173=9.49.4＞7.5符合要求提人时m=39071÷2231=17.517.5＞9符合要求E、电动机功率校核：P=KB×F×V÷（102×ηc）=1.2×4173×3.7÷（102×0.85）=214kw满足要求第五节管线及轨道铺设一、在掘进施工中所敷设电缆、风水管路、排水管、风筒等均应吊挂牢靠整齐。风水管路及电缆经过井筒两帮预埋钢管进入井筒内部署。电缆钩每隔2m一个，电缆垂度不超出50㎜。风水管要接口严密，不得出现漏水、漏风现象，风水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用直径108㎜钢管，要随工作面前进立即延长，以备迎头正常见水。风筒要环环吊挂，风筒口距迎头≤10m。二、随巷道掘进逐步向前铺设临时轨道，轨道采取22㎏/m钢轨。轨枕采取木轨枕。箕斗轨道间距为900㎜，轨枕间距为800㎜，人行车轨道间距为600㎜，轨枕间距为800㎜。轨枕铺设方法：铺设木轨枕时先平整好场地，然后依据中腰线按轨枕间距摆放枕木，以后把道轨放到轨枕上并上好道夹板，调直道轨后用道钉压好，再按中腰线校正轨道。确保项目检验项目1、钢轨规格、型号必需符合设计要求。2、严禁在关键线路上使用磨损超限钢轨和同一条线路杂拌道。3、周围和轨型配套齐全，不一样轨型相接必需采取异型鱼尾板。检验项目（设计值）标准要求合格优良-3--+5-2--+3两轨面高低值小于等于5小于等于3接头平整度小于等于2小于等于1接头方法、轨距对接错距小于等于60小于等于40错接错距轨长1/3—1/4扣件钉质量根本：浮离量大于2小于等于10%小于等于5%许可偏差项目检验项目许可偏差中心位置-50--+50双轨间距直线0—20，曲线0—25坡度-1度--+1度轨面标高根本-30---+30，通常-50---+50轨面前后高低关键小于等于10，通常小于等于15方向小于等于12轨缝直线小于等于5，曲线小于等于8第六节机械化作业线配套设施序号作业线设备名称型号规程单位数量关键技术特征1提升系统提升机主提升机JK-2.5/11.5台1V=5.5m/sN=575kw副提升机JK-2.0/20台1V=3.7m/sN=256kw箕斗6m3辆1串车MG-1.1/6B辆201.1吨人车XRC-10-6/6辆1乘坐10人2凿岩风钻YT-28部103装岩挖掘机CX36B辆1耙斗装岩机PY-90B型台1生产效率60～140m3/h4排矸装载机ZL-50型台2自卸汽车12吨台25支护搅拌机JS-500台2生产效率50-70m3/h配料机PL-750台1砼喷射机Z－VII台4砼输送泵HBT－60A台1锚杆钻机MTQ－70台4锚索机RTM－1436台4钢模板套多套6辅助系统排水泵D46-50×3台3Q=46m3/hH=150m40kw潜水泵BQF50/25台3Q=50m3、H=25m信号、通讯装置DX-1套2人车信号专用套1照明Dd250/127套5通风机FBD-№5.6/2×22台1测量DJL-1型激光仪台2压风机4L-20/8台1132kw20m3/min压风机5L-40/8台1250kw40m3/min劳动组织和关键经济技术指标第劳动组织本劳动组织表结合工程施工方案、施工技术装备情况、工期、工效确定各工种需要人数。1-1断面迎头掘进和混凝土永久支护采取三•八制，平行交叉作业，两掘一砌。2-2断面施工采取四•八制作业，三掘一支，喷浆支护班平行于某个掘进班组中进行锚网喷永久支护工作。回风斜井井筒基岩段施工劳动力配置表序号工种名称班次掘一班掘二班掘三班支护班小计1打眼工6662202点眼工22263放炮员11134班长111145耙装机司机111146信号工222288把钩工222289喷浆工2210大班电工2211上料工6612喷浆机司机2213井口信号工2222814井口把钩工2222815绞车司机2222816水泵工1111417通风工3318瓦检员319汽车司机322其它累计122混凝土浇注班劳动组织表工种ⅠⅡⅢ累计地面混凝土搅拌44412绞车司机1113井口信号工1113井口把钩工1113井下信号工1113井下把钩工1113模板工3339井下卸料3339井下上料66618混凝土振捣2226水泵工1113通风工1113验收员1113班长1113累计27272781说明：部分工种能够兼职，可依据施工情况合适调整人员。第二节循环作业图表为确保正规循环作业完成，迎头施工作业必需依据劳动组织人员配置，合理安排工序，以充足利用8小时工作时间，提升工时利用率。项目部及队管理人员实施全天值班制度。附正规循环作业图表：第三节关键经济技术指标次序项目单位指标备注1每循环在册人数人1222每循环出勤人数人1103出勤率%90.24循环进度m55效率m/工0.0456月循环次数个267月进度m1308循环率%86.79炸药消耗㎏/循环69．610雷管消耗个/循环67第六章生产系统第一节通风系统施工过程中，采取压入式通风。风机上架安装在回风斜井井口。一、掘进工作面需风量计算：（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100×q掘×k=100×0.5×1.5=75m3/min式中：100—单位瓦斯涌出量配风量m3/min，以回风流瓦斯浓度1%换算值。q掘—掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，m3/min；绝对瓦斯（二氧化碳）涌出量暂按0.5m3/min考虑，施工期间，依据实测瓦斯（二氧化碳）涌出量重新核实风量。k—掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系数，取1.5。（2）按每班最多出勤人数计算：Q掘=4n=4×30=120m3/min式中：n—每班最多出勤人数，30人。（3）按放炮排烟计算所需风量回风斜井施工每次爆破使用炸药量为69.6kg,排炮烟需用风量为：Q=7.8*[A(S*L)2]1/3/t=7.8×[69.6×（13.22×150）2]1/3/1200=4.2m3/s=252m3/minA---一次爆破最大装药量,回风斜井施工采取全断面一次起爆，每次爆破需用炸药量为69.6kg；S---掘进巷道净断面积，13.22m2；L---炮烟稀释到安全浓度以下安全距离，取150m；t---放炮后排烟时间，取20min,即1200s；（4）需风量确定及风速验算依据上述计算结果，确定回风斜井施工掘进工作面需风量值为:Q=4.2m3/s=252m3/min①按最低风速验算Q最低=9s=9×13.22=119m3/minQ=252m3/min>119m3/min式中：Q最氏—满足掘进工作面最低风速需风量。9—《煤矿安全规程》中要求掘进中岩巷最低风速，9m3/min。s—回风斜井净断面积为13.22m2。②按最高风速验算Q最高=240s=240×13.22=3172.8m3/minQ=252m3/min<3172.8m3/min式中：Q最高—达成掘进工作面最高许可风速需风量。240—《煤矿安全规程》中要求掘进中岩巷许可最高风速，240m3/min。s—回风斜井净断面积为13.22m2。二、风阻计算回风斜井施工通风选择Ф700mm胶质风筒。R=Rm+Rz+RcRm：沿程摩擦风阻，Rm=6.5*α*L/d5Rz：局部风阻，Rm=n1*ξ*ρ/（2s2）+n2*ξ*ρ/（2s2），胶质风筒接头局部阻力能够忽略:故,Rm=n2*ξ*γ/（2s2）Rc：出口风阻，Rc=0.818ρ/d4回风斜井施工风筒风阻为（按最长供风距离640m计算）：R=6.5α*L/d5+n2*ξ*ρ/（2s2）+0.818ρ/d4=6.5×0.0025×640÷0.75＋1×0.1×1.205÷[2×（π×0.352）2]＋0.818×1.205÷0.74=66.39pa.s2.m6式中:α:摩擦阻力系数,pa.s2/m2；使用Ф700mm胶质风筒，α=0.0025L:风筒长度m,施工最长供风距离按640m考虑。d:风筒直径，m，d=0.7mn2:风筒转弯数,个,取1，ξ:风筒局部阻力系数,取0.1γ:空气密度,取20℃干空气密度,1.205kg/m3s:风筒断面积m2,Ф700mm风筒净断面为0.385m24.3.3风压计算H=R*Q2=66.39×4.22=1171pa三、局部通风机选型回风斜井施工采取压入式通风方法,根据上述计算结果,对比局部通风机特征曲线,确定回风斜井施工选择一台FBD-№5.6/2×22型低噪音局部通风机,二、局扇安装地点和通风系统1、局扇安装地点局扇安装在回风斜井井口右侧，距离井口大于10m位置。2、通风系统新鲜风流：风机→回风斜井井筒→工作面。乏风风流：工作面→回风斜井井筒→地面。附：回风斜井井筒风机安装位置及通风系统示意图第二节压风系统一、用风量计算风动设备用风统计表设备名称型号单台耗风量m3/min台数同时性系数总耗风量m3/min凿岩机YT-283.56121喷浆机Z－VII820.58风泵BQF-50/25420.54风镐G101.280.54.8累计37.8二、压风机选型依据施工用风统计表看出，用风量最大时为凿岩机打眼、喷砼、风泵排水等工作同时进行，最大用风量约38m3/min，现选择5L-40/8型压风机1台、4L-20/8型压风机1台，总供风量60m3/min，能够满足不一样作业循环需要。三、压风管路选择依据最大用风量和考虑到其它原因，地面主管路选择Φ219×6无缝钢管,井筒内选择一趟φ160×11㎜PE钢丝网骨架聚乙烯复合管做压风管，采取井壁吊挂形式固定。四、冷却水泵选型依据两台压风机技术参数，冷却水需用量约26m3/h，供水压力小于0.3Mpa，选择80D-12×3型水泵二台，工作、备用各一台，其参数为：Q=34.6m3/h，H=34.2m。冷却水池容量为2小时冷却水量即52m3。冷却进水管为Φ58×3一趟，回水管为Φ89×3一趟。第三节防尘系统防尘水源来自地面泵房，用φ57㎜钢管和一寸胶管接至迎头。每50米设三通一个。在迎头外8～10m内安设爆破喷雾，距迎头50米设第二道全断面水幕，在迎头回风流50米范围内设一道全断面水幕。采取湿式打眼，放炮使用水炮泥，爆破喷雾、扒装洒水，冲刷岩帮，净化风流等综合防尘方法。防尘系统示意图小于50m50m放炮喷雾迎头第一道水幕第二道水幕第四节防灭火防火关键是防设备、机械摩擦生热、电缆杂散电流和人为火灾。距离迎头30m范围内备有2支4Kg干粉式灭火器、消防水桶、消防铁锹和消防砂。控制风流、调整风流控制火势蔓延。防火水源起源和防尘管路起源一致，防尘、防火管路共用。第五节安全监测监控系统一、便携式甲烷报警仪配置和使用1、队长、技术员下井时必需携带便携式甲烷报警仪，对其分管范围内甲烷进行不间断监测，如有报警现象（甲烷报警点为1%）必需进行处理。2、爆破工下井担任爆破工作时，必需携带便携式甲烷报警仪，在爆破地点每次爆破时由瓦检员用光学瓦斯检验仪进行“一炮三检”工作，并做好统计。3、当班班组长下井时必需携带便携式甲烷报警仪。4、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必需携带便携式甲烷报警仪，在检修工作地点20m范围内检验甲烷气体浓度，有报警现象时，不得通电或检修。二、瓦斯探头配置和使用1、掘进工作面瓦斯探头安设在距迎头小于5m巷道内，其报警浓度为≥1.0%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度为<1.0%CH4，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。即监控系统和供电迎头实施风电闭锁、瓦斯电闭锁，做到迎头及巷道内瓦斯浓度超限，立即切断巷道内供电电源。3、瓦斯探头应部署在巷道上方风筒另一侧肩窝部位，垂直悬挂，距顶板不得大于300㎜,距帮部不得小于200㎜。4、每次放炮前将甲烷传感器移到警戒线以外，放炮后立即恢复。5、瓦斯检验员必需携带便携式甲烷报警仪。三、电视监控系统在耙装机后约5m井壁上、卸矸架和绞车房各安放一组电视监控装置，显示器安装在绞车房和调度室，方便监控工作面、箕斗翻矸和绞车房情况。第六节供电系统在工业广场内建6KW临时变电所一座，临时变电所形成后，变电所内设10KW高压开关柜10台，S9-1600/10/6变压器一台。S9-1000/6KS9-400/6变压器各一台。低压配电盘6台及矿用防爆开关数台供井下用电。附供电系统图第七节运输系统一、运输系统1、大绞车未形成前装载机出矸。2、大绞车形成后部署两套单钩提升系统，主提升系统选择JK-2.5/11.5型提升机，配前卸式6m3箕斗负责矸石排放，提升副提升为JK-2.0/20型提升机，配GM1.1-6B1吨矿车串车（每钩4辆）及XRC-10-6/6人行车负责材料及人员运输。二、提升设备依据该风井设计特征及斜井快速施工要求确定正常施工时，一次永久提升采取两套独立单钩提升系统。其中：主提升为JK-2.5/11.5型绞车，副提升为2JK-2.5/20型绞车，两台绞车容绳量，提升速度，张力等要求均满足安全规程和生产要求。主提升配6m3前倾式箕斗和非标钢结构栈桥及带矸石仓翻矸架，形成排矸系统；副提升配4×1.1m3矿车和XRC-10-6/6型人车，负责运输物料和人员。第八节通迅、照明系统1、回风斜井井筒工作面安设一部电话，能够直接和井口信号控制室、地面压风机房、项目部调度室、矿职能部门直接联络。凿井期间，采取两套DX-1型通讯、信号声光装置，作为主、副提升通讯及提升信号装置。井口和绞车房设直通电话。另设一套人车专用信号装置供人车行驶使用。2、井口和地面采取高压荧光灯。井口采取1台KSGZ10-4/0.66/133V矿用照明综合保护装置供电，采取DdC250/127-EA投光灯跟随工作面照明。第九节排水系统施工时，掘进工作面必需设集水坑，工作面后设截水槽，用风泵立即排出迎头积水。依据涌水量在工作面后或在基岩段合适位置设一临时水仓和截水沟，上段涌水截进临时水仓，然后由D46-50×3型水泵接力排至地面。当涌水量大于15m3/h必需进行工作面预注浆。排水管路选择一趟Φ108×4㎜无缝钢管做排水管路。管路采取井壁吊挂形式固定。第七章灾难预防及避灾路线第一节避灾标准工作面发生灾难时，在场人员要尽可能了解灾难性质、地点和危害程度并立即、正确汇报值班人员和矿调度室，并通知周围地点作业人员。如有条件，使用周围灭火器材、工具和材料立即消亡事故。如无可能应由在场跟班队干、班组长或有经验老工人率领沿避灾线路撤退。撤退通常标准：1、井下发生外因火灾，尤其是电器火灾，通常全部应首先切断电源，并就近取得消防器材，避开烟雾，用直接灭火法快速将火扑灭。假如因为外部火灾已造成局部巷道燃烧，快速利用水管将大火或用沙子将大火扑灭。假如灭火无效应快速戴好自救器沿着烟流相反方向撤退。2、井下发生瓦斯煤尘爆炸时，事故地点进风侧人员应立即迎着风流撤退，假如回风线路较长，爆炸或火焰可能袭来时，应立即背对爆炸波或火焰方向向下卧倒。假如来不及戴好自救器时，可口中衔湿毛巾或伏在水沟中，以减轻有毒有害气体侵袭和高温烧伤。3、井下发生透水事故时，工作人员要立即按水灾避灾线路有组织地撤离。4、井下发生冒顶事故时，要立即加强冒顶区支护，坚持由外向里标准，全力营救被冒落矸石埋压人员。5、当灾灾变事故发生后无法撤退时，在就近点风管、风门之间等快速地构筑临时避难硐室，等候救护队救援。第二节避灾路线若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾难时，施工人员应按以下路线进行撤离：工作面→回风斜井井筒→地面。附：回风斜井井筒施工时避灾路线示意图（图15）第八章安全技术方法第一节通用部分（一）、施工准备1、工程开工前，必需对全部参与工程施工人员认真传达落实本作业规程及本作业规程包含全部相关条文（原文），并进行签字、考试。考试合格后，方准参与工程施工。2、工程开工前，必需将风、水、电、局扇等设备设施准备好，多种管线吊挂、轨道质量、物料、安全设施和工业卫生等要严格根据质量标准化标准要求整理好，验收合格后方准开工。3、施工中严格实施现场交接班制度，现场施工责任人必需参与，必需做到“五清”，即安全交接清、工程质量交接清、工程进度交接清、材料使用交接清、工具交接清。4、每班开工前，必需派专员对迎头及施工线路全部安全设施进行认真仔细地检验，确保齐全、完好、有效、可靠，发觉问题立即处理。确定检验无隐患后，由现场施工责任人悬挂安全开工牌板，才准开工。5、全部现场施工人员必需严格遵照“检验上道工序、确保本道工序、服务下道工序”三工序控制标准，认真搞好每道工序施工及操作。确保工程质量及安全生产。（二）、特殊安全技术方法1、工作台采取铁凳子和大板搭设而成，铁凳子采取2寸钢管加工，加工截面形状为倒V型，剖面形状为Π型，宽度不低于2m。搭设工作台时，铁凳子要安设在实底上，在铁凳子上方直接放置大板，大板厚度≥50㎜，长度≥3m，大板两端露出铁凳子≥300㎜。大板和铁凳子之间采取8#铁丝或麻绳绑扎，大板之间采取扒钉钉牢。工作台上部工作人员必需系好保险带，保险带另一端必需生根牢靠。2、人员上下抬送重物时，要同肩抬运，同起同落。3、长大物件下放或提升时要封车牢靠，不符合要求严禁开钩。4、支、拆模板要相互照应，站在上部安全地点，严禁站在碹胎及摸板下方，预防歪倒伤人。5、进入表土段放炮施工时，必需采取短掘短砌方法。6、采取55VXL挖掘机挖掘时，挖掘机司机精力必需高度集中，在挖掘机铲斗和破碎锤工作范围内，不得有施工人员，换铲斗或破碎锤时，全部参与人员精力高度集中，和司机口头信号联络好，现场必需有些人统一指挥。7、喷浆机在移设前，必需将机前杂物清理洁净，将临时轨道铺设好，而且现场有专员统一指挥。第二节顶板管理1、掘进工作面严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内支护，在爆破前必需检验。2、施工中必需严格实施临时支护、先支后回、敲帮问顶、次序施工等顶板管理各项要求。坚持“五前二后”和班中每二十分钟敲帮问顶刨迎头制度，尤其是在打眼定炮、安注锚杆过程中应清除危岩、排除隐患。找顶工作必需由两人进行，工作时施工人员必需站在安全有退路地点，一人监护一人用长柄工具按“由后向前、先顶后帮、从一侧到另一侧”工作次序找掉顶帮及迎头活矸危岩，确定安全后再进行工作，找顶人员要戴好手套。3、找顶工作必需遵守下列要求：①找顶工作应有2名有经验人员担任，一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点，观察人应站在找顶人侧后面，并确保退路通畅。②找顶应从有完好支护地点开始，由外向里先顶部后两帮，依次进行，找顶范围内严禁其它人员进入。③找顶工作人员应戴手套，用长把工具找顶时，应预防煤矸顺杆而下伤人。④顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时，应首先设置临时支护，确保安全后再顺着裂隙、层理慢慢地找下，不得硬刨强挖。4、进入工作面沿途支护必需必需良好，通畅无阻，卫生清洁，时刻检验沿途支护情况，发觉喷层开裂、冒落、顶板下沉、底鼓等安全隐患时，必需停止作业，撤消全部人员，由外向里按“顶~肩~帮~底”次序进行处理，不然不得进入迎头工作。5、掘进过程中必需使用前探梁进行临时支护，严禁空顶作业。放炮后前探梁先跟迎头，然后再进行其它工作，当施工迎头因为地质条件比较差，迎头成型差，无法使用前探梁时，采取打超前锚杆进行临时支护。6、靠近掘进工作面10m内支护，在爆破前必需检验。全部巷道掘进施工时，上部（巷道全高上部三分之一部分）必需比下部深0.3m，杜绝出现伞檐现象。7、每次爆破后，迎头工作人员要等迎头炮烟被吹散视线清楚后，必需由爆破工、瓦斯检验工和班组长首先巡视爆破地点，检验通风、瓦斯、煤尘、拒爆、残爆情况，并由外向里检验顶板、锚杆等情况，待紧好锚杆后方可在前探支架掩护下敲帮问顶，清除顶帮悬矸危岩，然后进行正式支护。8、严禁空顶作业，爆破后立即使上前探梁，并用木楔加紧，前探梁及接顶木楔必需加防掉链和顶网相连。在移动前探梁时，要从外向里在支护好锚杆下进行。9、锚网喷巷道洒水养护，7天以内，每班洒水一次，7天以后，天天洒水一次，养护时间不少于28天。10、锚杆支护巷道迎头必需使用前探支架维护顶板，前探梁要求必需紧固有效，打锚杆眼应全方面检验顶板，确定安全后方可工作，并坚持实施常常性敲帮问顶制度。11、前探吊环每移动一次，全部要检验它结构牢靠情况，有没有裂纹、开焊、损坏等，发觉问题要立即更换。12、锚网喷支护巷道当过断层或顶板破碎严重时，必需采取一掘一喷方法施工，并缩小循环进尺。13、在锚网喷支护中，当围岩稳定性很好，采取先锚后喷方法；当围岩不稳定，顶板破碎、易风化、易冒落时，首先立即喷射不少于30mm厚混凝土封闭围岩，在喷浆15分钟后方可进行打锚杆挂网，复喷到设计厚度。14、锚杆必需用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆托盘紧贴巷壁。15、每班安装锚杆要在交接班时，由验收员用测力计进行测力验收，当班测定合格锚杆必需由验收员统计于原始统计本中，存好备查，通常锚固力达不到60KN/根锚杆应该班补打，重新安装。16、顶板锚杆在做拉力试验时，在被拉锚杆周围打设2～3棵点柱顶牢顶板方可做拉力试验，做完拉力试验紧固好锚盘后方可回掉点柱。17、安装托盘要和围岩接触严密，严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物，托盘、螺母要上紧上牢，锚杆外露长度自壁面小于100mm。18、安装锚杆只能使用锚杆钻机进行安注，严禁直接采取砸投方法将锚杆砸入锚固剂内。19、锚固剂固化前，不要使杆体移位或晃动，尤其是在安装顶眼时更应该注意，锚杆安注后12min前不得给锚杆预紧力，更不能拧紧。20、巷道拱部岩石破碎严重、有冒落险情时，要采取缩短循环进尺方法，严禁中、深孔爆破。必需时，应采取风镐刷扩方法，锚网喷紧跟迎头。也可采取架设金属棚方法经过。21、施工现场应备好测力扳手或测力计，并正确进行拉力试验，施工过程中要保护好器材。22、假如冒顶，必需使其形成平衡拱，或离层之上顶板经过敲帮问顶以后确定是稳定，方可进行支护。23、冒顶处理方法1）先加固好冒落区前后完好支架，撑杆上齐，顶帮背紧背实。2）人员站在完好支架下，实施敲帮问顶制度，用长柄工具将冒落区活矸找掉。利用临时支护抓紧时间架好支架，排好护顶木垛，一直到将冒落最高点将顶托住，背实背紧帮顶，在此期间，要设专员监护帮顶，发觉问题，立即处理。3）高顶区域，处理前由瓦斯员检验高顶区域瓦斯浓度，加强通风，预防瓦斯积聚。4）处理冒顶时，必需有跟班队干现场把关。5）处理冒顶时必需站在安全地点，严格实施敲帮问顶制度，确定无危险后方可作业。24、当碰到下列情况之一时，必需立即停止作业，撤出全部受威胁人员，并立即向调度汇报；①顶板来压，支护变形速度骤增；②瓦斯等有害气体超限，涌水量增大，有透水预兆。25、在顶板破碎、压力大或地质改变带、断层等特殊地点施工时，缩小锚杆间排距和循环进尺、打设超前锚杆等方法控制巷道成型，并根据间排距2400×2400mm加打ф15.24×6000mm锚索加强支护，确保锚索深入到硬岩大于1m,不然加长锚索长度，锚索距工作面最大距离不得超出一排锚索距离。锚索钻孔有淋水时，必需采取支撑式支架进行加强支护。26、围岩破碎带、应力集中区、顶板有较大淋水区和煤层特松软区、泥岩、断层等地质条件复杂地带，必需在原有支护基础上增加补强支护（锚网索或架棚支护）。27、特殊地点采取特殊支护或加强支护方法时，其支护范围必需延伸到巷道正常段5m以上，顶板有淋水时必需延伸到正常段10m以上。28、正常作业时，如遇煤炮猛烈、顶底板及两帮移近量显著增加、底板出现较大底鼓、顶板出现淋水或淋水加大、围岩层（节）剪发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成型、钻眼速度异常等情况，停止作业、分析原因，采取有效方法后方可继续作业。29、当班发觉存在或造成安全隐患，当班要处理完成，如处理不完，跟班工长要立即汇报工区值班人员，安排下班处理，且跟班工长要组织全组人员现场把隐患交接清楚，接班后要首先组织处理隐患，确定安全后再进行工作。30、井下全部支护材料必需是经过检验合格材料，经检验不合格支护材料或无合格证不得下井。31、遇顶板破碎、压力大、特殊地质结构时，另编制专题安全技术方法。32、迎头20米内必需常备手镐，长3.0m钎杆和撬棍作为专用找顶工具。34、距迎头100m内应存放不少于5架棚物料。第三节“一通三防”管理一、通风一）通风及瓦斯防治1、掘进工作面发觉瓦斯异常，立即通知通防部门进行处理。2、迎头施工采取双电源双风机供风，风筒距迎头岩巷≤10m,煤巷≤5m，迎头风筒不落地。3、掘进工作面不管工作，还是交接班全部不准停风，因检修停电停风时，必需撤消全部人员，切断电源，并在巷道口打上栅栏。在恢复通风前必需由专职瓦检员检验瓦斯，当开关周围20m内风流中瓦斯浓度小于0.5%时，方可人工开动局扇进行工作。4、在工作中发觉有害气体超限，应立即切断电源，撤消人员，进行处理。并立即向调度室汇报，不排除隐患不能进行工作。5、在工作中，如发觉施工迎头20m范围内风流中瓦斯浓度达成1%时，严禁装药放炮；迎头及风流中瓦斯浓度达成1.5%时，必需停止工作，撤消人员，切断电源进行处理。6、搞好通风管理，任何人不准私自停开风机或将风筒从中途断开，而且每班设一名风机监管司机，杜绝无计划停风。7、掘进工作面严禁积矸掘进，不准停风放炮。当迎头积矸高度超出巷道高度1/3时，必需停止装药工作。8、掘进工作面风量必需满足稀释有害气体和人员所需风量要求，且煤巷掘进巷道风速不得小于0.25m/S、岩巷掘进巷道风速不得小于0.15m/s。9、当巷道掘进距离地质结构或岩巷首次靠近煤层50m前，地测部门要预先提供地质资料，按巷道贯通处理。严格实施“有疑必探，先探后掘”标准，加强瓦斯检验，掌握瓦斯改变情况，并检验钻孔、炮眼、裂隙内瓦斯，发觉异常，立即汇报。10、每班必需检验掘进巷道内电器设备及回风区内电器防爆情况，严防失爆。11、通防队经过监测系统设在掘进巷道瓦斯传感器，连续监测瓦斯改变情况，并绘制瓦斯浓度改变曲线。对瓦斯涌出异常情况，应立即分析瓦斯起源，并采取处理方法。12、对瓦斯超限、积聚地点，必需停止工作，切断电源，撤消人员，并立即查明原因，采取方法，立即给予处理。并汇报矿总工程师，由通风部门快速制订方法，进行处理。13、瓦斯、CO2及其它有害气体检验制度严格根据《煤矿安全规程》第138、139条要求实施。二）瓦斯监测监控系统管理1、在工作面距迎头≤5m处安装一台KGJ200A（G）智能高低浓度甲烷传感器T1，在工作面适宜地点安设一台KJF23B瓦斯报警闭锁分站，KDW12型电源箱及KDD2欣备用电池箱各一台。在风机切换风筒上安设一台KG5009型风量开关，在工作面总开关上安设一台KDG7型断电器。2、瓦斯传感器经过分站实现自动检测、报警、断电。具体报警浓度，断电浓度，复电浓度范围以下：瓦斯报警浓度：T1≥0.8%瓦斯断电浓度：T1≥1.2%瓦斯复电浓度：T1＜0.8%断电范围：T1—主斜井井筒内全部非本质安全型电器设备。3、瓦斯监测监控管理制度1）工作面工作地点瓦斯探头距工作面≤5m，班长或跟班队干负责探头，线缆及传感器管理牌移动，线缆将要用完时，应立即通知队长，派人到机电队领取备用线，并由机电工下井悬挂。2）瓦斯探头应垂直悬挂在风筒对帮，探头进气孔位置距顶板≤300㎜，距巷道帮≤200㎜，并设置瓦斯传感器管理牌，使其一直和探头保持2m平行距离，并固定在巷帮上。3、队组需提供能够控制工作面全部非本质安全型电器电源总开关及专用线，方便在瓦斯超限时能够实现本规程要求断电功效，且总开关负荷侧线上不可连接其它地点设备，以免造成断电范围扩大，造成无须要影响。4）瓦斯监测监控装置在临时拆除或改动时，必需事先和机电队联络，在检修和监测监控装置相关联电器设备，需要系统装置停止运行时，须取得机电队同意，并汇报调度室，制订安全方法后，方可进行，事毕恢复原状，并向调度室汇报。5）管理好所使用监测监控系统设备，确保设备台台完好，运行正常，电缆悬挂上钩，保持平直，杜绝失爆。6）放炮时，应采取有效方法保护好监测监控系统设备，尤其是传感器。7）甲烷传感器应每7天由机电队监测工负责更换一次。8）监测监控系统装置发生故障时，瓦斯检验员、跟班队干要立即向机电队及调度值班室汇报，机电队值班员要安排人员立即处理，在井下无法处理时，应在8小时内更换，故障期间工作面不得施工，瓦斯检验员要对工作面风流和回风流每隔30分钟检验一次，安全员现场监督。9）每班瓦斯检验员向调度汇报时，应同时汇报所辖地点对应瓦斯传感器示值，并检验所辖区域监测监控系统分站、线缆、瓦斯传感器，如发觉装置故障应立即向机电队及调度人员汇报。10）每七天工作面进行一次瓦斯电、风电闭锁及双风机双电源自动切换试验。11）试验中如存在问题，致使断电试验不成功，试验人员必需立即会同相关部门查清原因进行处理，处理完成后，重新进行试验。在故障处理期间，工作面不得施工，瓦斯检验员要对工作面风流和回风流每隔30分钟检验一次，安全员现场监督。二、综合防尘1、迎头必需含有完整供水管路，不然不准开工。2、迎头掘进必需严格实施以下综合防尘要求：a、搞好湿式打眼：使排出岩粉呈糊状，不准干打眼。b、耙装洒水：必需安装耙装洒水装置，在耙装过程中要边耙边洒水。迎头后≥50m地点安净化通风水帘和除尘风机，距回风口20m必需安防尘水帘。巷帮和挖掘机上积尘天天最少冲刷一遍，机电设备上积尘天天最少清扫一次。c、放炮前后距迎头30m以内巷道全部要洒水降尘。使用好放炮喷雾，距工作面20m左右安装自动喷雾或风水喷雾器。自动喷雾时间不少于10min，并确保雾化效果好，封锁全断面。d、掘进过程中必需使用好水炮泥：①放炮时使用水炮泥，每个水炮泥容积大于200ml，现场有装水炮泥设施；②周围眼：药卷外装填100mm粘土炮泥，然后装1卷水炮泥，最终用≥300㎜粘土炮泥封口；③其它炮眼：粘土炮泥外最少使用不少于一卷水炮泥。④在实施上述综合防尘方法同时，还必需加强个体防护，掘进、喷浆时必需戴防尘口罩。3、掘进迎头多种防尘设施，开工前必需一次性安装合格。4、工作面多种防尘设施要灵敏可靠。坚持正常使用。施工人员要保护好多种防尘设施，如有损坏必需立即进行维修，确保正常使用。三、防灭火1、井下必需使用阻燃电缆、风筒，加强机电设备管理，杜绝失爆，预防外因火灾发生。2、因电器设备造成火灾，必需先切断电源再进行灭火。3、严格按要求数量和长度，充填炮泥和水炮泥。严禁放明炮和放糊炮。4、严禁设备出现跑、冒、滴、漏现象，立即擦净设备外部表面油污，电工维修用过废旧棉纱不准乱丢乱放，要立即装车上井。5、全部施工人员必需熟悉施工地点避灾路线，当施工地点发生火灾时，要按要求立即汇报矿调度室，并尽力组织灭火，火情威胁生命安全时，按避灾路线立即撤离。6、搞好综合防尘，严格按综合防尘方法要求实施，巷道内不得有煤尘及浮煤堆积。四、防治水1、迎头遇有挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、底鼓、涌水、水色发混有臭味、产生裂隙渗水、顶板岩石压力聚增破碎、支护变形、温度骤增骤减突变者，瓦斯超限或其它异状之一者，必需立即停止作业，采取方法，汇报调度室，待查清排除隐患后再进行工作。2、全部现场施工人员必需熟悉施工地点避灾路线，当施工地点发生透水预兆，情况危机时，必需立即发出警报，按避灾路线撤消全部受水威胁地点人员。3、施工地点靠近强含水层、断层、老洞、钻孔、积水点前，必需进行探放水，严格实施“有疑必探，先探后掘”标准。4、下山掘进施工必需敷设专门排水管路，现场配置排水泵不得少于一台，并确保完好正常运转。第四节凿岩爆破管理一、凿岩施工1、迎头打眼首先看好中腰线，依据毛断面尺寸，画出轮廓线，按光爆图表标定眼位后再进行打眼。打眼时风水管连接要牢靠，而且连接头之间外加保护连接。钻眼时，钻杆下不准有些人，严禁在残孔、裂隙中打眼。周围眼、二圈眼应根据“准、平、直、齐”要求施工。2、风钻操作按“一条线、空心钻、靠边站、角度好、水适量”要