3号煤层辅助运输上山作业规程.
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新矿集团伊犁一矿
掘进工作面作业规程
工作面名称:3号煤层辅助运输上山
施工单位:华美项目部
编制日期:年月日
批准日期:年月日
执行日期年月日
目录
第一章概况 (6)
第一节概述 (6)
第二节编写依据 (6)
第二章地面相对位置及水文地质情况 (8)
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况 (8)
第二节煤(岩)层赋存特征 (6)
第三节地质构造 (10)
第四节水文地质 (10)
第三章巷道布置及支护说明 (11)
第一节巷道布置 (11)
第二节支护设计 (11)
第三节喷射砼工艺 (16)
第四章施工工艺 (18)
第一节施工方法 (18)
第二节装、运岩(煤)方式 (18)
第三节管线及轨道敷设 (18)
第四节设备及工具配备 (19)
第五章劳动组织与主要技术经济指标 (21)
第一节劳动组织 (21)
第二节循环作业 (22)
第三节主要技术经济指标 (23)
第六章生产系统 (24)
第一节通风系统 (24)
第二节压风系统 (25)
第三节防尘系统 (25)
第四节防灭火 (25)
第五节供电系统 (25)
第六节排水系统 (26)
第七节运输系统 (26)
第八节通讯系统 (26)
第七章灾害预防及避灾路线 (27)
第八章安全技术措施 (29)
第一节施工准备 (29)
第二节“一通三防”管理 (29)
第三节顶板管理 (31)
第四节防治水管理 (33)
第五节机电管理 (33)
第六节运输管理 (35)
第七节综掘机施工管理 (40)
第八节其他 (51)
矿审批意见审查单位意见:
总工程师意见:
安全风险评价
1、施工人员不执行敲帮问顶,造成掉矸伤人。
2、该巷穿层掘进,炭质泥岩、粘土层中施工顶板易塌落。
3、锚杆预紧力、锚固力不足可造成顶板离层下沉。
4、初喷临时支护厚度不够或吊环式前探梁使用不正常易造成顶板事故。
5、打锚杆空顶作业可造成顶板掉矸伤人。
6、锚杆锚固力、预紧力不足造成顶板离层,威胁施工人员安全。
7、风筒距迎头超远或风量不足致使瓦斯、有害气体超限造成人员伤害。
8、综掘机割煤时不按规定使用内外喷雾,致使煤尘积聚、煤岩尘飞扬危及人员伤害。
9、不按开启巷道全断面喷雾。
易造成巷道积尘,造成隐患。
10、机轨合一巷道易造成提升不安全。
放飞车、断绳跑车,安全设施不全,易造成事故。
11、提升运输不正常使用各种安全设施,致使跑车。
12、综掘机工作时二运以内范围有人易造成人员伤害。
13、调皮带戴手套,坐皮带易造成人员伤害。
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:3号煤层辅助运输上山。
二、掘进目的及巷道用途:掘进期间用于排煤(矸)、运料、通风、行人、排水等。
三、巷道设计长度:710米(平距)。
巷道坡度:沿3煤底板掘进。
服务年限:100年。
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2009年3月份开工,预计2009年7月末份竣工。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
《新疆伊犁州直矿区总体规划设计》,批准时间2007年2月。
新疆煤炭设计院有限责任公司设计的新汶集团伊犁能源开发有限责任公司伊犁一号井《+1130m水平井底车场》,SI586-121-1设计图纸。
批准时间
2008年2月。
根据2007年3月,中国国际工程集团北京华宇工程有限公司与新疆煤炭设计研究院有限责任公司设计的新汶矿业集团(伊犁)能源开发有限责任公司,2007年1月《伊犁一号矿井1000万吨初步设计》,中国国际工程集团北京华宇工程有限公司与新疆煤炭设计研究院有限责任公司设计的新汶矿业集团(伊犁)能源开发有限责任公司《伊犁一号矿井可行
性研究报告》及《安全专篇》。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《新疆伊南煤田察布查尔县脱维勒克井田勘探报告》,批准时间为2006年9月。
三、矿压观测资料:
随着矿井的逐步延深,在矿井生产过程中,对掘进及永久巷道及时设矿压观测点对巷道进行矿压观测,为矿井的长远发展提供详实的技术资料。
四、规程编写依据:
新版[2007]《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》及集团公
司、矿一系列安全生产文件中的有关规定;集团公司文件:新矿生字[2009]41号文《关于生产技术管理规范》;新矿安字[2009]22 号文《关于机电、运输安全技术规范》;新矿安字[2009]32 号文《关于一通三防技术管理规范》和《通防企业标准》中有关规定。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
3号煤层辅助运输上山,地面相对投影位于琼博勒乡西部约4KM的山前斜坡地带。
开门位置座标开门位置在临点前74开门位置标高+1137. 20 m(⊥)。
地面相对位置及邻近采区开采情况表
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、硬度系数、层间距
3号煤(岩)层呈东西走向倾角0°,煤层倾角6-8°,局部有轻缓褶曲。
煤层厚5.60-7.30m;含一层夹矸,厚度0.35m。
煤层顶板为泥质中砂岩,向深部渐变,泥质粗砂岩厚度5.0m,再向上为泥岩,厚度8.8m。
煤层顶板自上而下为:粉砂岩0.8m、煤0.3m、粉砂岩0.9m、粉砂岩与薄煤互层1.0m、细砂岩1.5m、砂岩5.0m、普氏系数(f)煤层为3,泥质中砂岩、泥质粗砂岩为2-3,泥岩为3-4,细砂岩为4,砂岩为6。
二、瓦斯、煤尘与自燃
1、瓦斯:煤层瓦斯含量低,属低瓦斯矿井。
2、煤尘:有煤尘爆炸危险性。
3、自燃:各易自燃煤层。
属地温正常区。
附图:地质综合柱状图(图1)
地质综合柱状图(示意图)
第三节地质构造
施工区域煤(岩)层产状为东西走向,倾向北,倾角一般6-8°,局部存在轻缓褶曲,断层构造不发育,为地质构造简单区域。
第四节水文地质
根据矿井地质报告和施工巷道揭露的资料,煤层顶板泥质砂岩含层间孔隙、裂隙承压水,预计压力为4kg/cm2。
根据已施工揭露情况,预计最大涌水量为10m3/h。
煤层底板预计无水,预计煤层在地质构造简单的区域一般无水,但是在裂隙节理发育区域,顶板砂岩水会顺煤层进入巷道。
3号煤层底板4.5m以下砂岩含水,根据已有巷道揭露,预计涌水量为3m3/h。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
3号煤层辅助运输上山掘进点座标及标高:开门位置在临点前74m开门位置标高+1137. 20 m(⊥)。
中线方位0°(真)沿煤层底板掘进,设计长度约710米。
附: 3号煤辅助运输上山平面位置图(1:2000)(图2)
第二节支护设计
一、巷道断面
1、3号煤辅助运输上山采用锚网喷支护,施工坡度沿煤层底板掘进。
2、锚网喷永久支护:断面形状为直墙半圆拱形;荒宽=5300,净宽=5000mm,拱基高=1800mm,外圆拱半径=2650mm,内圆拱半径=2500mm S掘=20.5m2、S净=17.25m2。
巷道支护断面图见附图(比例1:50)。
(图3)
3、信号及躲避峒室:荒宽=2100mm,净宽=2000mm,内R=1000mm,外
R=1100mm,H基=1000mm,S荒=3.82㎡,S净=3.56㎡
二、支护方式
(一)锚网喷临时支护
1、严格执行新矿安字[2009]41号文《关于生产技术管理规范》。
2、锚网喷迎头留渣支护,留渣高度1600-2000mm。
3、顶板稳定时,工作面综掘机割一排支护一排,最小空顶距300 mm,最大空顶距1000mm,循环进尺700mm。
4、顶板不稳定破碎时,及时缩小排距,间排距为800×600 mm。
(二)临时支护
吊环式前探梁:吊环式前探梁安装在正顶3根锚杆上。
顶板锚杆配
合加长杆体将前探梁前探至工作面,其端头距迎头不大于0.3米,前探梁上使用专用方木。
托上网,用方木、木枇接实顶板,采用3根长度3.2米的3寸优质钢管制作的吊环式前探梁作为临时支护,前探梁间距等于锚杆间距。
前探梁固定在顶板3根锚杆上,锚杆外露长度40-80mm,每根前探梁2个吊环,吊环必须上满螺帽,将吊环固定牢固,吊环强度必须与前探梁强度相匹配。
待台上锚杆全部安装完毕、上紧,确认安全后方可拆除前探梁。
(三)顶板极其破碎超前支护:顶板采用φ33mm×1.6m管缝式锚杆作为超前临时支护,用φ32mm的钻头钻孔,锚杆与巷道顶板呈18~22°仰角打入顶板,沿巷道周边布置;锚杆间、排距300-500mm,围岩条件较好时取大值,条件不好时取小值;每次掘进前,工作面永久支护到最小空顶距,眼深不小于锚杆长度,护好顶及肩窝。
三、永久支护
(一)锚网喷永久支护:锚杆+钢筋网+砼
锚杆:采用ф20×2200mm螺纹钢锚杆,锚杆间、排距800×700mm,顶部5根锚杆使用三块锚固剂,其它选用两块Z3535型号锚固剂。
每根锚杆锚固力不小于130KN,锚固段长度不小于700mm。
铁托盘:选用规格150×150×10mm。
钢筋网:ф8mm钢筋焊制的钢筋网、网格为长×宽=100mm×100mm,网规格为长×宽=2000×900mm,网间搭接,用8#铁丝双股扭结,联网扣距200㎜。
喷射混凝土材料规格:喷射混凝土必须用规格不低于425#的水泥;采用干净河砂作配料,下井前要过筛,颗粒粗细要均匀,含泥量按重量计算不大于3%;石子采用机制瓜子石作骨料,颗粒直径为5~10mm;混
凝土强度C20,配比为水泥:砂=1:2。
速凝剂必须经检测合格,掺入量一般为水泥重量的4%。
(1)水泥:出厂要有合格证,失效水泥禁止使用,水泥标号425#。
(2)砂子:采水洗砂作配料,下井前要过筛,颗粒粗细要均匀,含泥量按重量计算不大于3%。
(3)石子:采用机制石子作骨料,颗粒直径为20~40mm。
(二)质量要求:
1、锚网喷支护
(1)采用锚网喷支护方式。
断面形状为直墙半圆拱形,内半径R=2500mm,外半径R=2650mm,拱基线为施工腰线,腰线至底板
1800 mm。
(2)喷浆厚度150mm,砼强度C15。
(3)水沟设在巷道东帮,水沟规格净断面规格200×200×200 mm 且抹底。
水沟抹底厚度100mm,水沟混凝土强度C20。
(4)锚杆眼的布置必须符合设计要求,与巷道轮廓线或岩层面的夹角不得小于75°,排间距不得超过设计值±100mm。
安装锚杆前用压风将锚杆眼吹干净,尽量将岩面找平,使托盘密贴岩层面,锚杆外露长度30-50mm,锚杆预紧力不低于300N.m,锚杆锚固力不低于130KN。
巷道局部超高超宽时,必须根据排间距相应增加锚杆根数。
底脚锚杆应加长200mm。
帮部最下端一根锚杆按15°俯角打设。
(5)锚固剂必须装填至眼底,搅拌时间40秒, 完毕后用锚杆专用探测杆检查实际锚深,顶板锚深为1.05m、两帮锚深为0.7m为合格,若不符合要求必须及时补打。
(6)砼配料准确、搅拌均匀,喷层有光泽、不流淌、无干斑,喷厚不小于设计厚度,不大于设计厚度的120%,表面平整度不大于50mm,
两帮基础伸入底板不小于100mm,喷层要进行每班不少于一次的洒水养护,养护期28天,砼强度不低于C15。
其它严格执行集团公司颁发的新矿生字[2009]41号《生产技术管理规范》、企业标准及中华人民共和国煤炭工业部发布的《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(1995)中的有关规定。
(三)锚杆的间排距为800×700mm。
有关支护要求如下:
(a)锚杆及锚固剂:锚杆ф20×2200mm,锚固段长度不少于700mm。
锚杆外露长度为40~80mm。
锚杆均使用配套标准螺母紧固,每根锚杆锚固力不小于130kN。
(b)选用ф8mm钢筋焊制的钢筋网、网格为长×宽=100×100mm,网规格为长×宽=2000×900mm,网间搭接100 mm用8#铁丝双股扭结,联网扣距不大于200㎜。
(c)锚固剂采用K3535型快速锚固剂,拱基线以上每根锚杆使用3
根锚固剂,拱基线以下每根锚杆使用2根锚固剂.
(d)网片搭接压差100mm,用10#铁线双股扭扎,间距不大于200mm.
道
支
护
工
程
质量规定
第三节喷射砼工艺
一、喷射混凝土
(1)准备工作
①检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求,发现问题及时处理。
②清理喷射现场的矸石杂物,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。
③检查喷浆机是否完好,并送电空载试运转,紧固好磨擦板,不得出现漏风现象。
④喷射前必须用高压风水冲洗岩面,每隔50米设一组喷厚检测孔。
⑤喷射人员要佩戴齐全有效的劳保用品。
(2)喷射混凝土的工艺要求
喷射顺序为:先墙后拱,从墙基开始自下而上进行,喷枪头与受喷面应保持不小于70度。
喷枪头与受喷面的垂直距离以0.8~1.0m为宜。
人工拌料时采用潮拌料,水泥、砂和石子应清底并翻拌三遍使混合均匀。
喷射时,喷浆机的供风压力在0.4MPa,水压应比风压高0.1MPa 左右,加水量凭射手的经验加以控制,最合适的水灰比是0.4~0.5之间。
喷射过程中应根据出料量的变化,及时调整给水量,保证水灰比准确,要使喷射的湿混凝土无干斑,无流淌,粘着力强,回弹料少,一次喷射混凝土厚度50~70毫米,并要及时复喷,复喷间隔时间不得超过2个小时。
否则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或旧风筒,以便收集回弹料,喷射工作结束后,喷层必须连续洒水养护28天以上,7天以内每班洒水1次,7天以后每天洒水1次;一次喷射完毕,应立即收集回弹物,并应将当班拌料用净。
当班喷射工作结束后,必
须卸开喷头,清理水环和喷浆机内外部所有灰浆或材料。
开机时必须先给水,后开风,再开机,最后上料;停机时,要先停料,后停机,再关水,最后停风。
喷射工作开始后,严禁将喷射枪头对准人员,喷射中突然发生堵塞故障时,喷射手应紧握喷头并将喷口朝下,并及时发出警号停机停风停水,处理堵塞故障时,应采用敲击法进行,严禁采用大开风法疏通堵塞管路,严禁将喷头对准人员。
(4)喷射质量:
喷射前必须清洗岩帮,清理浮矸,喷射均匀,无裂隙,无“穿裙,赤脚”现象。
二、锚网喷支护施工工艺
(1)打锚杆眼
首先敲帮问顶,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危岩,确认安全后方可施工,施工人员必须在临时支护的掩护下进行工作。
打眼前首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,不符合作业规程要求时必须先进行处理;锚杆眼的位置要准确,打眼前严格按中线标好眼位,眼位误差不得超过100㎜,眼角度误差不得大于15度。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,深度2.2米。
打眼顺序,应由外向里,先顶后帮的顺序依次进行。
(2)安装锚杆
安装前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把2块树脂锚固剂送入眼底,用锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,开动MQT气动锚杆机,将树脂锚固剂眼底,对锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度,方可撤去锚杆机,搅拌旋转时间40秒后,卸下螺帽,挂网,上托盘,拧上螺帽,拧紧螺帽,拧紧力矩不小于300N·m 。
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、掘进方式:采用EBZ200综掘机掘进,“三八”制作业,两掘一喷。
2、支护方式:锚网喷支护。
3、运输方式:采用DSS100/63/2×75型带式输送机运输煤矸。
第二节装、运岩(煤)方式
一、装煤方式:采用综掘机铲板耙爪刮板运输机装煤矸。
二、运输方式:
综掘机自带转载运输机→工作面DSS100/63/2×75型带式输送机→材料斜井DSS100/63/2×125型带式输送机→地面。
地面物料→装入1.5吨矿车→材料斜井→材料斜井下车场→工作面。
第三节管线及轨道敷设
一、在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆垂度不超过50mm。
风、水管要接口严密,不得出现漏风、漏水现象。
风、水管距迎头20m范围内分别使用ф25.4mm、ф12mm高压胶管,20m外使用ф108钢管,要随工作
面前进及时延长,以备迎头正常使用风、水。
风筒要环环吊挂,风筒口距迎头距离不大于5m。
二、掘进临时轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规
定,轨道铺设严格按照轨道中心线布置,中心线误差不大于50mm;枕木间距700mm,水沟侧枕木端头外露250mm;道钉、夹板、螺丝、垫圈等构
件齐全、紧固有效。
必须保证轨道一条线、枕木一条线。
轨道质量要求:轨距900mm。
轨距允许误差+5 mm、-2mm;水平允许误差5mm ;轨缝不超过10mm;轨距外错差不大于5mm;轨道间隙不超过5mm,内错差不大于5mm,构件齐全紧固有效。
下山轨道固定必须设置防止下滑的装置。
第四节设备及工具配备
附表五:
说明:
1、施工前由本区机电工将有关电器设备提前安装好,并经有关单位验收合格后试运转方可使用。
2、主要设备、工具、材料坚持交接班,小件工具各班自带。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
根据现有技术装备及施工工艺要求,采用“三八”制正规循环作业方式,采用留渣支护式掘进。
附表六:劳动组织配备表
按照正规循环作业方式和施工工序搞好劳动组织配备,建立健全以工种岗位责任制为中心的各项管理制度,做到分工明确、责任到人。
第二节循环作业
为保证正规循环作业的完成,迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进行,平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。
附:正规循环作业图表
第三节主要技术经济指标附表八:技术经济指标表(锚网喷)
第六章生产系统
第一节通风系统
采用压入式通风,局扇安装在井口附近且距回风口不得小于10米的新鲜风流中,放置在专用台架上,离地高度不小于0.3m,局扇司机实行挂牌管理。
风筒直径800mm。
采用双风机供风、双电源供电,并使用风电闭锁装置。
双风机自动切换,每班把切换记录填在现场局扇管理牌板上。
一、风量计算: 掘进工作面采用机械通风。
掘进工作面选用
2BKJ-No6.3型(2×30KW)型局部通风机供风,该风机风压450~495MPa,供风量260~447m3/min,平均风量350m3/min。
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×K d=100×0.6×1.5=90 m3/min
q掘—掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量0.6m3/min
K d—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀和备用风量系数取1.5。
2、按同时工作最多人数计算
Q=4×N= 4×30 = 120m3/min
3、按最低风速0.25m/S计算
Q=0.25×60×20.5=307.5 m3/min
掘进工作面选用2BKJ-No6.3型(2×30KW)型局部通风机供风,供风
量260~447m3/min,平均风量350m3/min。
经计算风量知,2BKJ-No6.3型(2×30KW)型局部通风机能满足迎头风量要求。
为保证迎头正常供风的需要,选择双风机双电源方式供风。
二号风机选择同型号风机。
三、局部通风机的安装地点选择
1、局部通风机安装地点:局部通风机安装在地面井口附近且距回风
口不得小于10米的新鲜风流中。
2、通风系统:地面新风→局部通风机→材料斜井→材料井下车场及石门→迎头
3、迎头→乏风→材料井下车场及石门→材料斜井→地面。
第二节压风系统
风源来自地面压风机房→经材料斜井→材料井下车场及石门→用4吋钢管接至迎头。
第三节防尘系统
防尘水源来自地面蓄水池→材料斜井→材料井下车场及石门→迎头,用2吋水管接至迎头。
每50米设三通一个,迎头外设两道喷雾。
在迎头外30米范围内设一道全断面喷雾,距迎头50m范围内设一道能封闭全断面的手动喷雾装置。
采用湿式打眼、冲刷巷帮、净化风流等综合防尘措施。
防尘系统:地面蓄水池→材料斜井→材料井下车场及石门→迎头。
┌→湿式打眼
├→巷道内水幕
→├→割煤喷雾
├→冲刷巷帮
第四节防灭火
防火的重点是防设备、机械摩擦生热、各种电缆和人为火灾。
现场有备用的砂子直接灭火。
采取控制风流、调节风流控制火势蔓延。
防火水源来自地面蓄水池,自材料斜井→材料井下车场及石门用2吋水管接至迎头。
防火系统:地面蓄水池→材料斜井→材料井下车场及石门→迎头
第五节供电系统
1、供电方式:干线式;
2、供电地点自35KV降压站供电系统两路电源分别来自矿压风机房1#、2#315KVA变压器。
3、供电距离:900米
4、负荷计算:Σp=30×2+30+5.5+4=99.5KW)
Ig=99.5×2.0= 199(A)
附:供电系统图
第六节排水系统
排水系统:迎头采用潜水泵或风泵将水排入临时水仓或水车内→采用45KW大泵→材料井下车场及石门→材料斜井→地面。
第七节运输系统
1、运输:
煤矸:迎头综掘机割的煤、矸→采用DSS100/63/2×75型带式输送机→材料斜井DSS100皮带→地面。
运料:地面物料→装入1.5吨矿车(材料车)→材料井→材料井下车场→迎头。
第八节通讯系统
本工作面安设的电话,可直接与井口信号室、绞车房、调度室直接联系。
第七章灾害预防及避灾路线
一、灾害预防
(一)防治瓦斯的措施:
1、严格执行瓦斯检查制度,兼职瓦斯检查员按矿规定每班至少两次到迎头检查瓦斯,并及时了解工作面有害气体状况,班组长利用便携式甲烷检测报警仪每班不间断地进行瓦斯检查,坚持做到瓦斯超限不作业。
便携式甲烷检测报警仪悬挂在距迎头5m范围内风筒另一侧的上方。
2、各用电设备地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1%时,严禁打开设备检修。
回风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;工作面或开关地点附近20米以内风流中瓦
斯浓度达到1.0%时,必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。
当体积大于0.5m3内积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20m内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。
3、坚持使用风电闭锁装置。
(二)防火措施:
1、防尘管路必须每隔50米设置一个三通阀门,并保证灵敏可靠,正常使用。
2、施工地点使用的各类油脂油必须装入盖严的铁筒内,由专人押送至使用地点,剩余的油脂必须运回地面,严禁在井下存放。
井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁筒内。
用过的棉纱、布头和纸,也必须放在盖严的铁筒内,并由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。
严禁将剩油、废油洒在井巷或硐室内。
在皮带机头位置有不小于0.5m3的灭火砂箱及2台MFZ-8型灭火器,以备应急使用。
所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法,并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。
必须使用阻燃风筒和阻燃电缆。
3、空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实,或用无腐蚀性、无毒性的材料进行处理。
4、巷道中出现的冒顶区必须及时进行防火处理,并定期由通防部门进
行检查。
5、当发生火灾时,不能停风,要在保持正常通风的条件下处理火灾,当由于特殊原因使风流中断或局扇停止运转时,应立即撤出人员,待灾情稳定后,经探查确认火灾熄灭才能通风,以免引起瓦斯爆炸。
6、所有工作人员发现井下火灾时、应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,报告矿调度室。
二、避灾路线
若迎头发生水、火、瓦斯、煤尘等灾害时,施工人员熟悉各避灾路线并应按如下路线进行撤离:
1、若迎头发生水灾时,施工人员应按如下路线进行撤离:
施工迎头→材料井下车场及石门→材料斜井→地面。
2、若迎头发生瓦斯爆炸,煤尘爆炸、火灾等事故,迎头施工人员应按如下线路进行撤离:
施工迎头→材料井下车场及石门→材料斜井→地面。
第八章安全技术措施
第一节施工准备
1、施工前,由技术负责人负责作业规程传达。
传达规程后进行签字、考试、成绩合格方可下井作业。
不合格的人员必须补考,补考合格后再下井作业。
轮休或请假的人员上岗前必须进行学习并考试合格。
考试成绩分别进行统计存档。
2、地测部门应每隔50米放置一组中线,施工单位严格按线施工。
3、开门前必须对开门处以外10m巷道支护进行检查,并保护好各种管路、电缆。
4、开门前,应提前按设计要求,安设局部通风机并接好风筒,上齐上全各种通防设施,准备好各种支护材料,经有关部门验收合格后方可施工。
第二节“一通三防”管理
一、局部通风管理
1、掘进工作面严禁采用扩散通风,实行机械通风。
建立局部通风机使用管理台帐。