6运巷运输斜巷施工安全技术措施.docx
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6运巷运输斜巷施工安全技术措施
一、概况
1、巷道位置
20916运巷运输斜巷位于林华煤矿二采区，巷道设计长度为55m，从轨道上山开口已施工7m。
现从20916运输巷上帮（36m）处，开口坐标（X:
3018.2211、Y:
4325.6415、Z:
815）,巷道开口方位角275.8°，坡度-9°。
巷道沿9#煤层掘进11.5m后变为岩石巷道掘进，与二采区轨道上山贯通。
为保证施工的安全顺利进行，特编制以下安全技术措施。
2、瓦斯
该巷道开口布置在9#煤层中，掘进15米后进入9#底板9#煤层属煤与瓦斯突出煤层，瓦斯压力1.5MPa,平均相对瓦斯含量为17.006m3/t。
3、煤尘爆炸：
9#煤层无煤尘爆炸性危险。
4、断层：
根据相邻20916运输巷和20916运输巷回风通道实际揭露情况看，本掘进区域内构造相对简单，预计无断层。
5、水文地质
根据相邻20916运输巷、20916运输巷回风通道掘进情况，预计20916运巷运输斜巷在掘进过程中将出现滴、淋水现象。
最大涌水量0.30m3/min，正常涌水量0.10m3/min。
二、施工方法
1、施工方法
（1）巷道开口点采用小断面进行掘进，后扩刷至设计断面。
（2）正常掘进后根据巷道的大小和断面，结合设计及现场实际情况，选择一次爆破成巷的施工方法。
2、作业方式
根据巷道的地质条件，施工一次爆破成巷，进行支护，采取单行作业的方式。
3、巷道施工过程中严禁空顶作业。
三、施工技术要求
巷道断面形状：
拱形断面
断面尺寸：
宽2.8m，高2.6m
巷道断面面积：
2.8×1.2+3.14×1.4²/2=6.4m³
煤巷掘进严格按照防突措施规定执行，巷道掘至15m后进入全岩巷道。
三、支护方法及支护技术、质量要求
1、临时支护
临时支护采用打木点柱进行支护。
（1）支护材料：
木点柱、方木；
（2）木点柱规格：
木点柱的规格为直径不小于200mm的杂木或红松；方木规格为500mm×200mm×150mm。
（3）支护方式：
木点柱并排在掘进巷道迎头，间距为800mm。
2、永久支护
采用:
锚网喷+锚索联合支护，顶锚采用ø20mm×2200mm左旋螺纹钢锚杆，间排距均为：
800mm×800mm，设计锚杆每眼用3支锚固剂，锚固剂型号为MSK2370。
巷帮采用ø20mm×1600mm左旋螺纹钢锚杆。
巷道顶板锚索设计长：
7500mm，间排距均为：
1600×3200mm，设计锚索每眼用6支锚固剂。
锚索托盘规格：
300×300mm。
巷道在开口处、转角、顶板破碎地段增打锚索加强支护。
3、支护工艺
（1）锚网、锚索支护施工工艺
施工顺序：
安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→打眼放炮→敲帮问顶→打木点柱（临时支护）→出货→打锚杆眼安装锚杆→打锚索→喷浆→收尾整理工程质量。
（2）安装锚杆、铺网：
a.打设锚杆，铺设钢筋网，连网。
b.打顶板锚杆孔：
采用锚杆钻机打眼，巷道顶板锚杆孔深总长2200mm。
采用组合钻杆打2150mm深的眼孔。
c.装入锚固剂：
向锚杆孔装入MSK2370锚固剂，用装好的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。
d.搅拌锚固剂：
用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后升起钻机推进锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌20～30s后停机。
e.紧固锚杆：
60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动剪断定位销，托盘快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预紧力，钻机输出扭矩≥120Nm。
最后，在掘进迎头采用人工加扭的方式将扭矩增加至150Nm以上。
（3）安装锚索
a、垂直巷道壁板按设计部位打锚索孔：
采用锚杆机打眼，用组合钻杆打眼深7500mm。
b、装入锚固剂：
穿过眼孔向锚杆孔装入MSK2370锚固剂，用锚索锚固剂一节一节的慢慢推入孔底。
c、搅拌锚固剂：
用锚索搅拌器将锚杆机与锚索连接起来，将锚索慢慢向上搅动推入孔底，推入孔底搅拌20s后停止搅拌。
d、安装锚索托盘，将锚索穿过托盘眼孔往上用手顶着托盘至顶板，后将锁具上上，用手将锁具慢慢推贴着托盘，然后用锚索拉紧器加压向上拉紧，使托盘紧贴顶板即可。
（4）喷浆工艺参数：
a、工作风压：
喷浆机的工作风压一般需要满足喷嘴处的压力在0.1MPa左右。
喷浆机压力表上的工作风压可参照下面确定：
空载压力=0.001×输料管长度MPa
工作压力=0.1+0.001×输料管长度MPa
在喷射过程中，喷浆机司机应与喷射手密切配合，根据实际情况及时调整风压。
b、水压：
水压一般比风压大0.1MPa左右为宜。
c、配合比：
水泥：
砂：
水=1：
4：
0.59，速凝剂掺加量：
5%；水灰比在0.4～0.5时，平整度、粘结性较好，石子分布均匀，强度高，与帮面粘结强，回弹、粉尘小。
d、一次喷射厚度：
一次喷射厚度一般不小于骨料最大粒径的两倍，以减少回弹率；一次喷射厚度过大，将出现喷层下坠，流淌或与帮面之间出现空壳；喷射太薄。
骨料易于回弹。
e、分层间隔时间：
两次喷射最小间隔时间在常温（15～20℃）掺速凝剂或用速凝水泥时，15～20min。
喷射混凝土设计厚度大于一次喷射层厚度时，进行分层喷射。
f、喷射完砼后，每8h洒水养护一次，每天养护三次，共养护7天，严防砼发白被烧坏。
4、锚杆网、锚索支护技术要求
a.锚网搭接长度不低于0.2m，且必须用铁丝固定牢固。
b.顶锚杆托盘必须紧贴岩面，尽量与岩面或巷道轮廓垂直，不得小于75度；锚杆外露出托盘长度不得大于50mm，清除孔内杂物和余水。
c.锚杆必须做拉力试验，帮锚锚固力不小于5T；顶锚锚固力不小于9T；煤层巷道必须做顶板离层监测，每隔50米安装一组离层监测仪。
d.锚索托盘必须紧贴岩面，巷道中间段锚索垂直于巷道顶板施工，靠近两帮锚索偏15°往两帮打入岩层。
e.施工单位要经常巡查巷道顶板情况，发现断锚断索的要及时补打。
f、锚索支护必须紧跟迎头。
g、锚杆支护必须紧跟迎头。
四、掘进方式
掘进方式：
炮掘。
1、开口炮眼布置及装药：
开口时先取1到10号炮眼，严格按照炮眼布置图中1到10孔布置开口，严格按照装药示意图装药。
2、正常掘进炮眼数目的估算：
由于20916运巷运输斜巷在9#煤层底板岩层中掘进，岩层坚硬系数<6，掘进断面6.4m²
由经验公式：
N=qsηm/ap
N=2.8×6.4×0.7×0.32/（0.56×0.3）=25个
式中：
q：
单位炸药消耗量，根据《定额》及类似工程确定，取2.8kg/m3；
s：
巷道开挖断面积；
η：
炮眼利用率，斜巷取0.7；
m：
药包长度，取0.32米；
a：
装药系数，取0.56；
p：
每个药卷的重量，0.3kg/个。
炮眼布置图：
装药示意图：
爆破参数表
序号
炮眼
名称
炮眼
编号
眼数（个）
眼深
（mm）
装药量
起爆
顺序
联线方式
卷/眼
小计/kg
1
掏槽眼
1～4
4
2000
3
3.36
Ⅰ
大
串
联
2
辅助眼
5～10
6
1800
2
3.36
Ⅱ
3
周边眼
11～20
10
1800
2
5.6
Ⅲ
4
底眼
21～26
6
1800
2
3.36
Ⅳ
合计
26
15.68
2、打眼爆破要求
（1）打眼：
全煤和半煤岩时采用风煤钻打眼；岩巷采用凿岩机打眼，必须采用湿式打眼。
（2）爆破：
选用煤矿许用三级乳化炸药和毫秒延期电雷管进行爆破。
最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒。
（3）打眼爆破必须严格按爆破要求执行。
（4）爆破工艺流程：
做引药→清扫炮眼→检查瓦斯→装药→封泥→铺设爆破母线→检查瓦斯→警戒→爆破→爆破后检查瓦斯、支护。
（5）装药连线：
采用正向装药，正向起爆。
连线方式：
大串联。
3、风煤钻注意事项
（1）检查风煤钻各部件，确认完好后，将风管与风煤钻联接牢固，送风并进行试运转，一切正常后方准作业。
（2）检查作业地点支护情况，进行敲帮问顶，确保作业安全。
（3）打眼时先慢钻进，待钻进50～100毫米后，再进行正常钻进。
（4）打眼时，操作人员必须做到袖口、领口、衣角紧，不准戴手套，不准把毛巾露到衣领外。
（5）开眼或钻眼过程中不准用手直接扶、托钻杆或用手掏眼口的煤、岩粉。
（6）打眼时，每钻进一段距离要来回抽动几次钻杆，排除煤、岩粉，减少阻力，以防卡住钻杆。
（7）当风煤钻发生转动困难或发生异常声响时，必须停止钻进，查找原因，及时处理。
（8）需要套钎、接钻杆时必须联接牢固。
（9）钻眼完毕，先停风，最后抽出钻杆。
4、凿岩机注意事项
（1）打眼工站在钻机侧后方，一手把住手柄，一手操纵开关，两腿前后错开，保持身体平衡，注视前方钻杆，缓送气腿阀门，使气腿蹬到实处，并达到一定的支撑力。
（2）掌钎工站在钻机一侧，距离工作面400~600mm，两手抓稳钻杆，对准标好的眼位，向打眼工发出开机信号。
且打眼前检查风管与凿岩机接头是否牢靠。
（3）开眼时，把钻机操纵阀开到轻转位置，待眼位固定并钻进20~30mm以后，打开水门，掌钎工两手松开，退到机身后侧监护；打眼工把操纵阀板到中转位置钻进，当钻进50mm左右，钻头不易脱离眼口时，全速钻进。
（4）打眼应与岩石层带节理方向成一定夹角，尽量避免沿岩层节理方向钻眼。
（5）打眼时，用手柄阀门及时调节气腿高度，使钻机、钻杆和打眼方向一致，推力要均匀，不要用力过大，防止断钎、夹钎。
钻杆不要上下、左右摆动，以保持钻进方向。
（6）打眼过程中，要随时注意煤岩帮顶板，发现有片帮、冒顶危险时，必须立即停钻处理。
要经常检查风、水管路的连接头是否牢固，如有脱扣出现粉尘飞扬现象时，要停止钻进，处理后再钻眼。
钻眼过程中，发现钻眼机具的零部件，设施等出现异常情况时，必须停钻处理。
（7）掌握好钻孔的深度和角度，达到要求深度时，减速撤钻。
钻深眼时，必须采用不同长度的钻杆，开始时使用短钻杆。
（8）撤钻时，小开阀门，停止向前推力，使钻杆缓慢旋转，缓慢向情中拉钻机，同时缩气腿，使钻杆在旋转中退出炮眼；此时掌钎工待钻杆钻速减慢时，站在钻杆一侧，协助打眼工把钻杆退出炮眼。
（9）两台或多台钻机作业时，应按作业规程规定的区域，做到定钻具定人定开眼，顺序打眼，防止相互干扰。
（10）炮眼钻进完毕后，先关水举世门把压风管接到L型吹眼钢管上，然后把钢管长端插入眼内，保同站在侧面，打开风门，用手来回拖动，直至把眼内岩粉吹净。
依次把各炮眼吹完。
（11）在向下掘进的倾斜巷道工作面钻底眼时，钻杆拔出后，应及时用物体把眼口封护好，防止煤岩粉把炮眼堵塞。
五、通风系统
1、工作面所需风量计算
1）按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算：
Q掘＝100Q瓦K
＝100×2.1×1.8
＝378（m3/min）
Q掘：
掘进工作面需要供风量
Q瓦:
矿井CH4和CO2平均相对涌出量，根据《林华煤矿安全专篇》，掘进瓦斯涌出量为2.1m3/min。
K:
风量备用系数，压入式通风K＝1.5～2.0，取1.8。
2）按掘进工作面同时作业人数计算：
Q掘＞4N=4×28=112m³/min
式中：
N—掘进工作面按交接班最多人数取28人
3）按炸药消耗量计算风量
按每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新鲜风量为500m3计算：
Q3=
式中：
t：
放炮后通风时间，取t＝30分钟
A：
同时爆破炸药量，A＝16.2kg
Q3＝
=261m3/min
综上计算，20916运巷运输斜巷所需风量为378（m3/min）。
附20916运巷运输斜巷通风系统示意图
2、通风路线
新鲜风：
地面→一采区副立井→+800水平轨道石门→20916运输绕道（局部通风机）→掘进工作面。
污风：
掘进工作面→20916采煤工作面→20916采面专用回风巷→二采区回风上山→二采区回风斜井→地面。
六、运输系统
煤（矸）运输：
掘进工作面（扒渣机）→20916运输巷（采面转载溜子）→20916运输斜巷（皮带）→二采区运输上山（皮带）→西胶带大巷（皮带）→西胶煤仓→主斜井（皮带）→地面。
材料运输：
地面→一采区副立井→井底车场→+800轨道石道石门→西轨道大巷→20916运输绕道→20916运输巷→掘进工作面。
7、安全技术组织措施
1、巷道开口安全措施
（1）开口加强支护，增打锚索、架工字钢抬棚.
（2）先将开口位置的电缆、管路及电器设备用破皮带等材料遮挡好，防止放炮崩断、崩坏。
（3）把开口位置上下5m范围内的设施，设备用木柱、木板和破皮带等材料遮挡好，防止放炮崩坏。
（4）提前对开口点位置及上下两边的巷道顶板进行加强支护，并架设抬棚对开口点加强支护。
（5）巷道开口采用小断面放小炮掘进，多打眼，少装药，每眼装药量不能超过两节。
2、瓦斯管理
（1）工作面回风流中瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作、切断电源，采取措施处理。
（2）工作面及其他巷道内体积大于0.5m3的空间，积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20米范围内必须停止工作、撤出人员、切断电源，采取措施处理。
（3）因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可人工手动复电。
（4）工作面必须安设专职瓦检员，跟班检查工作面的瓦斯情况，瓦斯浓度超过0.8%时，专职瓦检员立即责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。
（5）工作面班组长应将所携带的便携式甲烷报警仪悬挂在工作面，并开机正常使用。
2、放炮管理
（1）爆破作业必须严格执行“一炮三检”、“四人联锁”爆破制。
不用的炮眼、空洞、裂缝要用不燃性材料充填。
（2）打眼时，打眼工必须紧扎袖口，必须站在风钻侧，严禁骑钻打眼，防止断钎伤人。
（3）必须严格进行打眼、装药、联线、放炮工作，严禁一次装药，分次起爆。
（4）炮眼深度低于0.6m时，严禁装药放炮。
（5）放炮员必须是经过专门培训、考试合格，并取得合格证的人员担任，必须持证上岗。
①撤人、设岗及放炮
爆破前，跟班区长必须清点人数并向调度室汇报。
②岗哨布置：
1#岗：
轨胶联络巷与西轨延伸巷交叉口，兼放炮位置；
2#岗：
二采区运输上山与20916运输联络巷交叉口处，；
3#岗：
轨胶联络巷与运输上山交叉口；
4#岗：
20916采面上口；
（6）放炮
由跟班区长亲自组织撤人站岗，在所有能进入掘进工作面回风流巷道的安全地点布岗，班长提前布置好各岗站的人员，从掘进工作面开始向外由班长指定1人带领所有人员全部撤到指定警戒地点，提前分配好的警戒人员沿路撤人到各自的警戒点。
跟班区长从第1个岗哨到最后1个岗哨查询站岗人员，最后回到1#岗位。
确认无人能进入警戒范围且警戒内无人后，跟班区长清点人数，确认无误后向调度室汇报，得到调度室批准后方准下达放炮命令。
放炮员接到命令后，吹警戒哨，至少等5s后方可起爆。
放完炮，待30分钟后炮烟吹散、瓦斯浓度小于0.8%后，先由值班队长、安检员、瓦检员、放炮员检查迎头通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况，只有确认无安全隐患后班长方可亲自撤岗。
（7）放炮前由班长停20916运巷运输斜掘进工作面与回风流中的动力电，并把开关把手打在零位，待放炮完排烟后，确认安全且无瓦斯超限时方可恢复送电。
（8）站岗人员必须坚守岗位，严格执行“一岗三警戒”制度，没有得到跟班班长的亲自撤岗通知，不得擅自撤岗，严禁脱岗和岗中睡觉。
（9）放炮期间，必须严格执行“一炮三检查”、“四人联锁放炮制度”。
（10）严禁在井下用放炮器短接对放炮母线进行导通试验。
3、顶板管理
（1）开口处施工前，先对开口处顶板采取增打锚索加强支护，并按照设计架设抬棚对开口点进行加强支护。
（2）放炮后应立即进行“敲帮问顶”，找掉顶帮活悬危矸，并及时处理。
敲帮问顶前，必须先清理出畅通无阻的安全退路，以便发现险情时人员能立即沿安全退路撤人。
（3）严格执行“敲帮问顶”制度，“敲帮问顶”工作必须由两名经验丰富的老工人担任，一人观察顶板，一人进行“敲帮问顶”。
当出现险情时，立即沿安全退路撤人。
（4）每班到迎头施工前，必须沿途检查巷道的支护情况，发现隐患必须及时处理，否则不准进工作面施工。
（5）必须在临时支护下进行打锚杆眼、出矸及挂网、锚杆安装等工作，严禁空顶作业。
（6）每次打眼前，打眼工必须检查迎头的支护及顶板的完整情况，如发现隐患时应及时处理。
（7）放炮后，检查开口周围的设备及管线是否被崩到，如有崩到，必须处理后方能施工。
（8）当工作面顶板出现悬顶、空顶、片邦、冒顶等情况时，必须及时加强支护，进行顶板维护工作。
（9）进行顶板维护工作时，跟班区长和班长必须盯住现场，统一指挥，确保安全生产。
（10）顶板维护前，应提前清理好安全退路,确保人员在有危险时能够安全顺利撤出。
（11）施工过程中，必须短掘短支，严禁空顶作业。
4、机电、运输管理
（1）由井下变电所向该掘进工作面供电，必须实现“风电、瓦斯电闭锁”。
（2）必须加强20916运巷运输斜巷工作面设备的管理，认真落实检修责任，按计划检修到位，保证设备能正常使用和运转，减少掘进影响时间。
（3）严禁电器失爆、失保，严禁带电检修、搬迁电器设备（含电缆），检修或搬运前必须切断电源，并用同电源电压相适应的验电笔验电，开关打到停止位置并加闭锁，并悬挂“有人工作，严禁送电”的停电牌。
（4）井下供电应做到“三无”“四有”“两齐”“三全”“三坚持”。
（三无：
无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头；四有：
有过流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置；两齐：
电缆悬挂整齐、设备峒室清洁整齐；三全：
防护装置全、绝缘用具全，图纸资料全；三坚持：
坚持使用检漏继电器、坚持使用照明和信号综合保护装置、坚持使用瓦斯电和风电闭锁。
）
（5）流动电工必须携带便携仪，检修电器设备前必须检查附近20m范围内的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到0.8%，严禁检修电器设备，检修电器设备时必须停电，严禁带电检修设备。
（6）各类司机和机电工持证上岗。
（7）在轨道运输过程中必须遵循行车不行人的规定。
5、防突管理
在施工过程中严格执行《防止煤与瓦斯突出规定》。
6、本措施未尽事宜严格按照《操作规程》、《煤矿安全规程》等有关规定执行。
八、避灾路线
1、火灾、瓦斯及煤岩与瓦斯二氧化碳以及其他有毒有害气体突出事故（避灾原则为往新鲜风流中跑）：
当发生事故时，由安全员、瓦斯员、跟班区长、班长组织带领由此避灾路线撤离：
掘进工作面→20916运输巷→胶轨联络巷→西轨大巷→一采区+800轨道石门→副立井→地面。
2、水灾避灾路线（避灾原则为往高处跑）：
当发生事故时，由安全员、瓦斯员、跟班区长、班长组织带领由此避灾路线撤离：
掘进工作面→20916运输巷→二采区运输上山→南大巷→二采区井底候车室→副斜井（人车）→地面。
九、安全防护
1、入井人员必须戴安全帽、随身携带自救器和矿灯，严禁携带烟草和点火物品，严禁穿化纤衣服，入井前严禁喝酒。
必须建立入井检身制度和出入井人员清点制度。
2、职工有权制止违章作业，拒绝违章指挥；当工作地点出现险情时，有权立即停止作业，撤到安全地点；当险情没有得到处理不能保证人身安全时，有权拒绝作业。
3、职工应积极参加单位组织的安全培训。
未经安全培训的，不得上岗作业。
特种作业人员必须按国家有关规定培训合格，取得操作资格证书。
持证上岗。
4、入井作业施工的职工必须佩带口罩。
5、本措施必须组织职工进行贯彻学习。
未进行学习者，禁止进入该工作面作业。
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