回风绕道安全技术措施

回风绕道安全技术措施（共7篇）

回风绕道安全技术措施 篇1

08172回风顺槽回风绕道施工安全技术措施

08172回风顺槽（08171轨道顺槽）与轨道下山相连，为进风巷道现需改为08172工作面回风巷。需要在08172回风顺槽口安设两道风门进行调节，并在风门后10施工一回风绕道与回风下山贯通作为回风。具体施工方案如下：

一、巷道要求

1、净断面4m宽*3m高，锚网+锚索+梯子梁支护。

2、巷道设计长度74m，前段7.5°上坡。后段平巷。

二、施工方法

1、采用全断面一次成巷法，边掘进边支护顺序作业。

2、巷道施工时，严格根据中线和巷道规格尺寸采用炮掘进行施工。

3、落煤使用矿车推至300联络巷30刮板上运输至08171皮带顺槽至煤库。

三、通风

在距离开口10m出安设15kw局部通风机进行供风。

四、施工要求

1、支护方式

顶锚杆：杆体为直径20mm左右无纵筋高强度螺纹钢，长度2500mm，材质为20MnSi；螺帽为高强度螺帽；锚杆布置为间距900mm，排距900mm。

托盘：托盘选用100*100*10mm钢板。锚杆方式：树脂加长锚固，采用三支锚固剂，一支为CK2335，另两支为Z2360，钻孔直径28mm，锚固长度1700mm。

锚索为直径17.8mm，1*7股高强度低松驰强应力钢绞线，长度11.6m（随着巷道高度的上升逐渐变短），要求打入直接顶岩层2m以上，采用树脂加长锚固，使用一支为CK2335,另三支为Z2360的树脂锚固剂,锚固长度2200mm。排距2700mm加400mm托梁，托梁用18号槽钢制作，锚索张拉预紧力100KN以上。

帮锚杆：杆体为直径20mm左旋无纵筋高强度螺纹钢，长度2000 mm.材质为20MnSi;螺帽为高强度螺帽；锚杆布置为间距900mm,排距900mm。

托盘：托盘选用100*100*10mm钢板+300*200*30mm木托盘。

锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，两支为Z2360,钻孔直径28mm,锚固长度1200mm.配件：半球形垫圈、减摩垫片

2、质量要求

锚杆间排距误差不大于±50mm。锚杆安装牢固，托板紧贴岩面，不松动，锚杆构件完好。顶锚杆锚固力不小于70KN, 帮锚杆锚固力不小于50KN；顶锚杆安装扭矩力不小于120N.m, 帮锚杆安装扭矩力不小于80 N.m；锚杆外露长度小于50 mm，帮锚预紧力不小于30KN，顶锚预紧力不小于70KN。

五、安全技术措施

（一）、放炮安全技术措施

1、放炮员必须持证上岗，放炮必须使用发爆器，发爆器的钥匙只能由放炮员一人随身携带，不得转交他人；

2、雷管、炸药运到工作面后要分箱存放并加锁；

3、钻孔：

1）钻眼爆破前，必须检查迎头10米范围内的支护情况，发现问题立即处理；

2）必须严格按照中腰线在工作面标定、布置炮眼； 3）严禁钻眼、支护、装药平行作业和严禁在残眼内钻眼；

4）钻孔工必须严格执行《钻孔工操作规程》和《安全规程》的规定，钻孔工具使用风煤钻；

4、装药：

1）、打眼完毕，待打眼工具拿出距工作面20m以外的地方整齐放好，再进行装药工作，严禁边打眼边装药，装配引药应在远离电器设备，顶板完好，通风畅通的地方进行；

2）、炸药一律使用煤矿安全2#铵锑炸药和小于130毫秒延期电雷管，电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路；

3）、放炮采用放小炮的原则。

4）、装药采用正向装药。一次装的药一次起爆； 5）、封孔使用水泡泥和黄土泡泥，严禁使用煤渣等充当炮泥；

5、爆破：

1）、爆破使用从MFB——50B发爆器起爆，发爆器的钥匙由放炮员随身带好，放炮员必须持证上岗；

2）、爆破前必须在爆破地点及附近洒水降尘，并检查瓦斯。爆破要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度；

3）、爆破时，必须设好警戒，有班组长现场指挥，必须设有的警戒位置有：开口前后100m范围设置。跟班安检员现场监督。

4）、爆破时，所有人员撤至08172回风顺槽联络巷内。

5）、处理拒爆、残爆时必须严格按照《煤矿安全规程》第342条执行；

（三）一般规定

1、在施工前通风设施布置到位。

2、严格执行“敲帮问顶”制度。活矸危岩及时使用长钎子等长把工具摘除。施工期间，专人监护顶、帮动静，发现问题立即处理，确认安全后，方可继续施工。

3、“敲帮问顶”由两名有经验的工人操作，一人监护，一人敲帮问顶。监护人站在找顶人的侧后面，并保持退路畅通。“敲帮问顶”从支护完好的地点从上向下逐步进行，先顶后帮，依次进行。

4、顶、帮有大块煤矸离层时，应在临时支护下进行。保证安全后再沿裂隙、层理摘除，不得强挖硬刨。

5、施工人员在顶帮完整、支护良好的安全地带或临时点柱的有效掩护下施工。

6、施工过程中将遇到原程家沟煤矿旧巷2条，每班施工时随时检查气体情况。

8、施工时，注意保护巷道内的轨道及皮带电缆。

9、施工期间专人监护顶帮动静，发现问题立即处理。严禁使用不合格支护材料。

10、最大控顶距1.2米。

11、未提及部分按照煤矿行业标准进行执行。

（支护断面图）(四)避灾路线

水、火、瓦斯煤尘爆炸避灾路线：施工点—轨道下山—轨道大巷—主斜井。

回风绕道安全技术措施 篇2

容光井田位于贵州省桐梓县城以西32 km。属桐梓县容光乡、习水县桃林乡两乡所辖。本次施工遵循的技术措施原则有:安全性原则, 根除突出危险性原则, 可行性原则, 经济性原则。

1 回风斜井所揭煤层分组

容光煤矿回风斜井在掘进施工过程中将揭穿6层煤, 在保证绝对安全的前提下, 尽量缩短揭煤工期, 根据各个煤层特点将煤层分成两组进行揭煤管理。煤层分组的主要根据:煤层埋藏深度和煤层厚度;检查孔测定煤层瓦斯情况;矿井在生产过程中瓦斯涌出情况;相邻矿井煤层瓦斯情况。

经过分析, 把5、6、8、9煤作为第一组煤层管理, 该组煤层埋深相对较浅, 厚度较薄, 无突出危险性或突出危险性较小;11、12煤作为第二组煤层管理, 该组煤层埋深较大, 具有煤与瓦斯突出危险性。

对于第一组煤, 根据瓦斯预测情况, 如果煤层有突出危险性, 将其放在第二组按照突出煤层进行管理。

2 容光矿回风斜井揭11#煤层现状分析

回风斜井井筒在变坡点下155 m处, 井筒底板距离11#煤顶板为10 m;井筒在变坡点下193.5 m处, 井筒底板距离11#煤顶板为5 m。回风斜井揭11#煤主要存在以下困难: (1) 突出危险性大。11#煤层瓦斯含量17.67～24.79 m3/t, 平均含量为21.12 m3/t, 揭煤点处的瓦斯含量为19.938 m3/t、瓦斯压力1.3 MPa, 钻孔瓦斯浓度最大达100%。 (2) 揭煤距离长。回风斜井与煤层夹角为9°, 造成揭煤段斜长为83.5 m。 (3) 现场施工条件有限。现场施工技术条件局限, 钻孔长度若太长造成岩孔长度长, 打钻速度慢。 (4) 煤层自喷能力差且裂隙水发育。

3 揭煤措施的选取

煤与瓦斯突出矿井中, 揭煤突出危险性大, 时间特别长, 是矿井安全技术的重点和采掘部署的瓶颈工程。在传统揭煤中, 揭煤过程时间长, 而且预测准确性不高, 揭煤危险性非常大, 一直以来都是我国煤炭企业重点和难点工程。结合贵州容光矿回风斜井揭煤实际及分析的揭煤所存在的问题, 试验研究五步揭煤法, 该揭煤技术采用立体式配合多参数综合指标预测工作面突出危险, 采用循序渐进的常规掘进方式进行揭煤。

五步揭煤法就是采用分段消突, 分段掘进的方法, 使突出煤层消突, 从而达到安全揭煤的目的。该方法的主要特点是将解放煤层划分为几部分, 使得排放孔长度大幅度降低, 对揭煤距离长的情况尤其适用。五步揭煤法主要是把揭煤全过程划分成五步来施工, 即在10 m岩柱施工2个地质兼预测孔, 在5 m岩柱再次预测并确定是否施工排放钻孔, 若无突出危险施工到3 m岩柱;到3 m岩柱又一次预测, 确定无危险后施工到2 m岩柱;到2 m岩柱又一次预测, 确定无危险后揭开所揭煤层。

为了适应容光矿回风斜井揭煤实际, 对五步揭煤法进行了改进。当2 m区预测无突出危险后, 进行揭煤, 并且当煤层上升到巷道顶板后利用金属骨架, 加固煤岩体, 增加稳定性, 支承上方煤体重力、阻止煤体的突然破坏与离层, 防止顶板突出。

4 防治煤与瓦斯突出措施选择

容光矿井筒所穿煤层较多, 多数较薄, 煤层透气性差, 预先抽放的作用不太大, 需要周期长, 影响井筒施工工期, 由于裂隙水的存在使得抽放方法的采用大打折扣, 因此, 预抽措施在回风斜井井筒揭煤并未采取。煤层注水的原理是当煤层含水量超过5%时, 煤层塑性增加, 突出危险性也就随之降低。但是突出煤层的透气性一般很差, 难以将水注入煤层, 且注水工艺比较繁琐。对于容光矿现状而言, 由于容光矿11、12煤层煤层倾角是30°, 属缓倾斜煤层, 回风井为39°, 两者之间的夹角只有9°。进行水力冲孔进行防突, 由于夹角小造成岩柱长度较长, 给水力冲孔造成一定的困难。金属骨架一般适用于地应力和瓦斯压力不太大的急倾斜薄及中厚煤层。它作为一种辅助防突措施具有较好的效果。

综上分析, 保证回风斜井揭煤的充分安全, 尽量缩短周期, 对于浅部无突出危险性的煤层, 直接采用远距离震动放炮揭穿煤层;对于深部无突出煤层, 采用瓦斯排放钻孔法, 钻孔控制井筒壁轮廓线外不小于2M+2 m (M为所揭煤层厚度) , 且不小于4 m;对于有突出危险性的煤层, 当煤层松软、地质构造比较复杂时, 采用瓦斯排放钻孔+金属骨架, 钻孔控制到井筒壁轮廓线外8 m以上 (煤层倾角>8°时, 底部或下帮5 m) [1]。

5 排放瓦斯方案设计

高位导硐排放瓦斯与渐进式布置钻孔抽放的安全性、技术性和经济性比较。

5.1 安全性比较

采用高位导硐对11煤与12煤瓦斯进行同时排放, 由于排放时对导硐进行密封, 不会造成风井瓦斯浓度瞬间增大。对于回风斜井掘进头布置钻孔排放来说, 给管理工作和通风工作会带来一定的负担。用高位抽放导硐进行排放, 风井进行测量工作或其它正常工作时, 不会处于高瓦斯的环境中。对于回风斜井掘进头布置钻孔排放来说, 风井的测量工作或其它工作将处于高瓦斯的环境中。

5.2 技术性比较

用炮掘进行高位导硐掘进时, 由于震动作用, 11煤上覆10 m岩层会产生很多裂隙, 大大增加了岩层的透气性, 有利于11煤的瓦斯涌向高位抽放导硐, 而回风斜井掘进头布置钻孔抽放没有震动裂隙产生;在高位抽放导硐里面施工可以几台钻机同时施工, 施工速度快, 工期短, 而在回风斜井掘进头打钻的空间大大受到限制, 施工速度慢, 工期长;在高位抽放导硐里面施工, 可以对11煤与12煤进行同时瓦斯抽放, 对11煤进行瓦斯抽放消突后, 就可以进行回风斜井的掘进以及12煤的进一步瓦斯抽放消突, 可以实现抽放与掘进互不干涉, 互不影响, 大大降低了过煤时间;对于高位抽放导硐抽放瓦斯, 由于在抽放瓦斯之前需先开掘瓦斯抽放巷道, 并且要保证10 m岩距, 因此每一掘进循环, 需对保护岩距进行校验以防误穿煤层[2];在掘高位抽放巷过程中, 需考虑出渣轨道布置, 以及巷道支护问题, 增加了工作量。

5.3 经济性比较

在瓦斯抽放前掘高位导硐, 需要提前投资;由于掘进的高抽导硐为一个专用瓦斯抽放巷道, 没有其它的用途, 浪费较大;对于高位导硐抽放瓦斯, 掘进导硐需花费47.25万元, 排放钻孔需花费87.99万元, 管理费需4.5万元, 通风电费需9万元, 购CJZ70便携式钻孔瓦斯抽放综合参数测定仪需花费6.2万元, 购买零星材料花费约1万元, 所以采用高位抽放导硐抽放瓦斯需花费306万元。另外由于现场150钻机不能达到设计钻场的长度, 移动泵不能达到抽放设计要求, 换钻机和瓦斯抽放泵还得花费些资金。

对于渐进式抽放瓦斯方法, 对于11、12煤总排放钻孔需花费90.7万元, 抽放时间初步定在5个月, 需花费通风电费15万元, 管理费用为7.5万元, 购CJZ70便携式钻孔瓦斯抽放综合参数测定仪和零星材料需花费7.2万元, 所以采用渐进式抽放瓦斯方法总共需花费121万元。在抽放半径确定后, 为了加快揭煤速度, 采用增加钻孔数量, 采用密集交叉钻孔方法抽放瓦斯, 初步估计花费将在200万元。

5.4 综合比较

两种方案综合比较如表1所示。

5.5 防突措施的选择

经过比较, 发现采用渐进式抽放瓦斯方法具有比较优越的经济优势, 比高位抽放导硐方法节省约185万元, 比密集交叉钻孔方法省100万左右。对于安全性与技术性的劣势, 可以采取加强现场安全管理, 急时发现问题, 急时解决, 做到安全揭煤。揭煤较长的劣势可以用布置密集交叉钻孔的方法进行弥补, 做到在保证安全性的前提下达到最好的经济性。

因此, 对于容光矿排放措施的选取, 在预测结果的基础上来定。如果经过煤与瓦斯突出预测后, 11、12煤的突出危险性较大, 为了保证首要的安全要求, 应采取高位导硐排放, 若突出危险性不大, 可选用渐进式排放瓦斯方案, 并且在10 m位置处经过对其抽放半径进行确定后, 应对排放孔布置进行优化, 以缩短抽放时间, 加快揭煤速度。

6 结论

针对回风井所揭各个煤层的特点将煤层分成两组进行揭煤管理, 大大缩短了揭煤的时间;通过FLAC-3D软件的数值计算出容光矿回风斜井揭11煤时斜井工作面附近的应力分布规律;通过对回风斜井各煤瓦斯赋存情况及斜井揭煤应力分布数值模拟, 针对11煤的特点, 严格按照“五步法”安全揭穿突出煤层技术, 过煤门时采取金属骨架, 加强顶板强度;通过容光矿回风斜井成功揭穿具有突出危险性的11煤层, 研发了安全揭穿突出煤层技术规范, 形成了包括工程设计、工程施工、计量及效果检验、确认方法及报批程序等一整套技术流程, 使突出煤层揭穿煤层过程程序化、制度化, 确保安全揭穿突出煤层。

回风斜井成功的揭穿了5、6、8、9、11、12共6层可采煤层, 为容光煤矿取得了巨大的经济效益和社会效益。

参考文献

[1]汪东生, 杨胜强, 黄金.高位抽放巷在大倾角井巷揭煤防突中的应用[J].煤炭技术.2009

回风绕道安全技术措施 篇3

【关键词】注浆；FS₃断层；掘进施工

【中图分类号】U655.4 【文献标识码】A 【文章编号】1672—5158（2012）08-0182-02

焦作煤业（集团）有限责任公司赵固二矿回风总巷工程量814.884m，其中回风石门421.844m，回风斜巷381.04m，下山坡度为6.5°，下平巷12m，掘进断面为21.7m³，锚网喷及12#工钢棚联合支护。根据矿方地测部门提供的三维地震勘探资料分析，回风石门175m拐点前295m处存在一条FS₃断层，最大落差25m，在回风石门处落差15m，FS₃断层破碎带宽度约10m左右。在巷道揭露该断层时，底板含水层水压高达7.1Mpa以上。可能会导致煤层底板含水层的水沿断层面涌入矿井，给矿井的安全和建设造成不可估量的损失。

回风石门掘宽5800mm，掘高4400mm，一次支护喷厚150mm，锚杆问排距800mm× 800mm，规格φ20×2400mm，金属网为φ6mm圆钢焊接而成，网幅900mm×1700mm。喷射砼强度C25，水沟300mm×300mm。

1.地质情况与水文情况

赵固二井田属于第四系、第三系全覆盖区。本区赋存地层主要有奥陶系中统马家沟组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、第三系、第四系。其中石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为主要含煤地层。赵固二井田总体形态为一走向NW，倾向SW，倾角3°～21°（一般4°～10°）的单斜构造。发育的断层有NE向、NW向和近EW向三组，其中以NE向为主。FS₃断层情况：FS₃断层属于NE向断层，位于井田东北部，整体走向北东，倾向南东，倾角70°，最大落差25m，区内延展长度2.2公里。由北东向南西落差逐渐变小，向北东延出三维区外，三维区内延展长度800m。

第三、第四系含水层主要由冲积砾石、细至中粗砂砾石层及古河床相组成，一般情况下不会对矿充水。风化带含水层属中等强度含水层，下距回风石门180m，一般情况下不会对矿井充水。二₁煤顶板砂岩含水层，主要由二₁煤顶板大占砂岩和香炭砂岩组成，厚度一般10m左右，属弱富水含水层。由于矿区内硬质岩层中裂隙非常发育，断层破碎带附近二，煤顶板砂岩含水层的富水性会增大。太原组上部石灰岩含水层，对矿井影响影响较大的主要是L₉、L₈二层灰岩。其中L₈灰岩发育最好，溶裂隙较发育，渗透系数为0.0036～0.648m/d。该含水层本区属富水程度中等含水层，为二₁煤层底板主要充水含水层。太原组下部石灰岩含水层，由L₂、L₃石灰岩组成，其中L₂石灰岩发育较好，厚度由西向东由浅而深变厚，为富水性较强的含水层，在断层两侧和附近富水性比较强。上距二₁煤层85.58～104.57m，正常情况对二₁煤层没有影响。奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层，由中厚层状石灰岩、泥质灰岩组成，在古剥蚀面的附近岩溶裂隙发育。该层距二₁煤一般109.12～126.03m，正常情况不影响煤层开采，断裂沟通情况下时，则对矿井威胁大。

2.施工工艺及施工方案

三维地震勘探资料显示，相交位置正处于FS₃断层的尖灭处，而且水压达8.1MPa。回风石门穿过FS₃断层时很有可能导致顶板砂岩水和L₈水涌入矿井。

根据水文地质资料分析，在FS₃断层与回风石门相交处，FS₃断层破碎带宽度约10m左右，回风石门相交位置正处于FS₃断层的尖灭处，而且水压达8.1MPa。因而回风石门穿过FS₃断层时很有可能导致顶板砂岩水和L₈水涌入礦井，严重时还会将O₂和L₂的水导入矿井。因此，回风石门施工至FS₃断层50m时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，每炮必探。掘至距FS₃断层40m时，必须停头掘进，打钻注浆。

2.1 钻探设计

根据《井下探放水技术规范》初步设计，0～10m，开孔孔径127mm，下入一级护壁管，管径φ108mm，长度10m，用水泥固定生根，并做耐压试验，耐压试验不小于8Mpa；0m～20m，孔径94mm，下入二及护壁管，管径φ89mm，长度20m，用水泥固管生根，并做耐压试验，耐压试验不小于8Mpa；时间不少于30分钟；20m～终孔，孔径不大于75mm。设计孔6孔，预计孔深78-65米，过断层深度15米，终孔距巷道最大距离9.5-7.9米，方位角180-168度，倾角-7～-7度，一级护壁φ108mm，长度10m，二级护壁φ89mm，长度20m。

2.2 固管注浆设备及技术参数

注浆采用2TGZ-60/210型注浆泵一台，搅拌采用自制0.3m³搅拌桶。

注浆技术参数：

（1）钻机所在巷道底板标高为-621.5m，钻孔孔口标高为-621.5m，地面标高为+81.5m。本次注浆压力及耐压试验压力设计为静水压力的1.2倍。P_o=7.08MPa，P=1.2×P_o=8.496MPa。

（2）注浆材料及浆液配比，固管注浆及封孔注浆，浆液采用单液水泥浆，水泥采用新鲜的42.5R普通硅酸水泥，浆液水灰比选用1：1、0.8：1二个级配，施工时可根据情况的情选择。

（3）注浆量预算，考虑本次注浆为固管和封孔注浆，设计注浆量为钻孔体积的5倍，即：Q=13.65m³，按水灰比0，8：1计算，约用水泥10.92t。

（4）注浆合格标准。实际浆液注入量接近设计注入量，注浆压力呈规律性增加到设计终压8.30MPa；钻孔基本不吸浆或浆量≤20L/min时，维持终压30min，套管外壁不漏浆、不漏水即为合格。固管和封孔注浆结束后，立即对各孔逐一注浆。

3.施工方法

3.1 注浆

1）工艺流程：单液水泥浆→注浆泵→控制阀→孔口管→断层裂隙；

2）浆液使用原则由稀到浓；

3）压力调整：注浆压力有时渐变，有时成波状，调整压力应与孔内情况、浆液浓度等密切配合，当浆液浓度确定之后，用人为的方法控制泵量，使压力达到终压。

4）浆液调整：浆液在岩层裂隙中析、充填阶段中如压力和注浆量稳定不变，应逐级加大浆液浓度，如压力上升快，进浆量很快减小，应依次降低浆液浓度，每改变一次浆液浓度持续2分钟。

3.2 注浆的技术要求

1）浆液制作及注浆：浆液制作时，严格掌握注浆参数、浆液配比，水灰比和注浆终压，满足设计要求。注浆中，当注浆孔达到设计终压后，降低流量10分钟，即可停机关闭注浆阀，再开启泄压阀后才能换孔注浆。注浆阀待浆液初凝约半小时后，方可拆卸。注浆结束后要封孔。浆液需充分搅拌均匀，并在放浆口处设置过滤网，以防结块小泥等杂物吸入浆管内。注浆的孔口阀门应待注浆后半小时拆除。拆下的阀门要及时清洗干净，然后涂抹机油备用。

2）掘进施工：进入FS₃断层施工时，必须坚持短掘短砌一炮一架棚支护的施工方法。采取多打眼少装药，放小炮或松动爆破，周边眼甚至不装药，欠挖部分用风镐刷至设计为止，以减轻对周边围岩的破坏，周边眼不大于300mm。架棚完毕后要及时喷浆加固。梁棚后应充填严密，严禁空洞，架棚卡子、连接板螺丝必须上紧，应齐全、牢固。

回风绕道安全技术措施 篇4

第一节 概述

5105运输顺槽绕道与5105运输顺槽交岔口架抬棚段现在影响运输系统，为了保证材料运输顺利通过，需对交叉处5105运输顺槽绕道左帮进行抹角，为保证此次作业顺利安全进行，特制订本安全技术措施。

第二节 重大危险源及有害因素辩识

1、拆棚腿和棚梁时，处理不当容易造成棚腿和棚梁摔倒伤及人员。

2、顶板事故：由于支护不良或措施不力，可能造成冒顶片帮事故，尤其是整改拆棚处，可能伤及作业人员。

3、高冒：在巷道整改过程中，由于煤质酥软拆棚出现高冒，可能积聚瓦斯。

4、放煤作业，放煤口过大，流矸伤人。

5、运送物件时，可能相互不协调而碰伤人员。

6、整改作业时，管理不到位伤及过往行人。

7、不执行敲帮问顶，流矸伤人。

8、煤尘：会危害现场作业人员的呼吸系统，造成矽肺病。

9、空顶距离、时间过大、过长，易造成片帮冒顶。

第三节 施工顺序

整改顺序先顺槽后绕道，按照先放煤先支棚再扩帮（0-0.7米）后拆棚（扩一支一）的方法完成工作。

原先工钢棚梁、腿先不动，第一架工钢棚距扩帮0.3米处架设，棚梁全长3.5米，棚腿2.75米，与原棚梁成26度夹角；第二架距第一架0.7米处平行架设，棚梁全长4.0米，棚腿2.75米；后拆掉整改处的原工钢棚腿。

绕道工钢棚紧挨最后一架架设。棚梁全长4.0米，棚腿2.75米。后拆掉最后一架工钢棚梁、腿。

第四节 施工工艺及安全技术措施

1、坚持先放煤先支棚原则，坚持剪网放煤的方式，严禁拆棚后放煤、严禁大口放煤。严格执行“扩一支一”，及时架设工钢棚，尽量缩小顶板暴露面积与缩短顶板暴露时间。

2、首先对整改地点顶帮情况进行检查，加固工作面前10米原工钢支护，要严格按照支护要求进行，其次要认真检查巷道的围岩情况，及时处理不牢固的活煤、伞岩。并清理巷道内与维修无关的杂物，确保施工人员撤退路线畅通。必要时，用木点柱顶在棚梁下加强支护。

3、根据安装队放置的抹角标记，剪开工钢棚一旁金属网放掉内部活煤浮矸，敲帮问顶，确认安全无隐患后，用大锤敲松将木背板与棚梁间的木楔后，取掉背板。

4、严格执行敲帮问顶制度，搞好顶帮工作，以防流矸伤人。然后用风镐进行扩帮，风镐落煤时，要提前找好退路，防止片帮或煤矸掉落伤人。扩帮过程中要加强洒水降尘，经常清理浮煤，保持文明生产。

5、用尺子量好柱窝位置，清钢棚竖腿处的浮煤到实底上，用尖钎将柱窝凿平，柱窝深度100mm。柱窝要挖到实底，挖不到的要穿好柱靴。（柱靴规格为240㎜×240㎜×100㎜的木板）

6、架棚时，要搭好工作平台，用梯凳作业时要支稳支牢。

7、竖腿，将腿竖在实底上，一帮一人将腿扶牢，防止腿倒伤人。埋腿之前要校核两腿高度必须一致，支架下叉角是否符合要求，然后再上顶梁。

8、上梁合口，上梁工作最少四人操作，两人扶腿，工作台上一帮一人，将梁抬起，找准棚腿位置，并照准中线，调整好棚梁位置，梁与原工钢梁间空隙小处用木楔双面绞紧，空隙大处用，用木背板配

合木楔及时刹顶。要确保工钢棚间及时联锁，棚间连接拆除时间最短。

架棚要轻穿慢放，避开线路、管路，不得生搬硬套。

9、验收员要量取岔角，中线、迎山等，确认无问题后，再进行下一工序。

10、在架设永久支护时，在一架未完工前，不得终止工作，如特殊情况（漏顶、堵塞巷道、不能出煤）不能连续施工，每次工作结束前必须封帮接顶，确保工作地点安全。

11、对整改地点顶帮情况及工钢支护再次进行检查加固。

12、用尖钎凿开柱窝，用大锤轻敲，取下相邻两架棚上的拉杆、撑木。每帮两人将腿取起后，运到指定地点堆放。需要将梁取下时，要先放下一头，再放另一头。

拆工钢棚梁、腿时人员要协调一致，跟班队干要严密监视顶板，观测两帮。如有异常处理后方可继续。拆棚要轻穿慢放，避开线路、管路，不得生拉硬拽。

13、施工地点要设好警戒，严禁其它非施工人员进入作业地点，整改作业时，工作地点煤溜必须闭锁，严禁出煤与拆棚、支顶平行进行。做到拆棚、支顶不开溜、不行人；行人、开溜不拆棚、支顶。

第五节 安全注意事项

1、严格执行煤矿“三大规程”，严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律，严格执行“四位一体”开工制度。

2、严格执行敲帮问顶制度，及时挑掉顶帮的活煤活矸，防止掉矸伤人。敲帮问顶时，人员必须站在安全地点，用长柄工具进行。

3、检查各类风动设备时应先停风，后检修，严禁带风检修设备。严格执行“谁停风，谁送风”原则，检修期间在阀门处悬挂“禁止送风”警示牌。

4、严格执行扩一支一的原则，及时进行架棚支护，背帮划顶，尽量缩小顶板暴露面积和缩短顶板暴露时间。

5、棚与棚用拉杆及时联锁，绞顶背帮结实。

6、拆棚时，必须在作业地点10米以外挂好警戒带或设好警戒，严禁拆棚期间行人。

7、严禁运料与拆棚平行进行，做到拆棚不运料，运料不拆棚。

8、棚腿要落在实底上。

9、帮刹杆要打设成线，背紧背牢，每根刹杆前后用2个木楔前后背紧。

10、严禁棚腿前倾后仰，不得出现过山、退山。

11、架棚接口要严密，离合错位误差不超过5mm。支架梁水平不大于30mm，严禁出现流水棚。

12、镐尖卡住后，可往复摇动风镐或处理镐尖周围煤岩，松动后再拨出。

13、发现顶板压力大、顶板离层、听见顶板有响声等冒顶预兆时，要立即停止作业，撤出工作面所有人员，待压力稳定后，由外向里进行顶板维护，待顶板维护好后才可进行作业。施工时严禁其他人员在整改处走动。

14、作业位置要经常洒水灭尘。

15、装卸物料时，口号必须一致，防止挤手、砸脚。单人抬重物必须看好脚下，周围环境。

16、两人以上合伙抬运物料必须同肩，规定好明确口号，动作协调一致，同起同落。

17、架棚作业时必须使用专用工作平台，工作平台要求搭设牢固可靠，工作台架板厚度不少于50mm，宽度不少于250mm。架棚梁、腿时，6-8人协同作业，动作必须协调一致，注意力集中，以防棚梁（腿）跌脱伤人。

第六节 现场安全生产禁令

1、凡不熟悉三大规程和岗位标准化作业标准者不准上岗。

2、架棚作业前，必须严格执行敲帮问顶制度，及时处理工作面活煤活矸。

3、架棚时,要搭好工作平台,6-8人协同作业。搭设作业平台，必须牢固平稳。

4、架棚梁、腿时，两人必须协调一致，以防梁（腿）倒伤人。

5、上梁一定要集中精力，严防梁脱落伤人。

6、棚子附件要牢固，木茬、刹杆要背紧背牢，整齐成线。

7、使用风镐前，必须检查镐头、风管连接头连接是否牢固，防止崩管伤人事故。

8、使用风镐前，必须检查风镐机体有无裂纹和破损。套箍、头部及镐柄弹簧完整灵活。

9、风管接头与连接管随时注意松动脱落，发现松动应及时拧紧，高压接头需用U型卡子卡紧，严禁用铁丝代替U型卡子。

10、运物料或设备行走，抬运人员要协调配合，互相照应，安全抬运。人员抬运物料期间，沿线所有运转设备必须停止运行。

11、严禁在煤溜上行走或站立，应走行人过桥或打招呼停机后再通过。

12、搬迁设备时，要轻抬轻放，避免碰撞设备及伤人，严禁带电检修、搬迁电器设备，严禁带电拖移电缆，杜绝电气设备失爆。

第七节 井下作业人员站位管理规定

1.敲帮问顶时，操作人员严禁站到离层或片帮的正下方，必须站在支护完好的安全地点，并确保退路畅通，防止坠物跌落伤人。

2、整改作业要站在支护可靠的安全地点，严禁空顶作业。

3、用梯凳作业，扶梯凳人员必须注意自己周围的环境，确保退路畅通并防止高处物件掉落伤人。

4、站在梯上的作业人员必须站稳抓牢，避开管路、电缆等设施的移动或液体喷射方向，用力均匀，不能出猛力，以防失手闪脱造成坠落伤人事故。

5、作业平台搭设必须牢固可靠，平台下2m范围不得堆放物料，作业时，平台下方严禁行人穿过。

6、架设工钢棚时，作业人员要注意力集中，工作地点，闲杂人员不得走动。

7、架棚时，所有人员要置身永久支护下，安全可靠的地点，严禁空顶作业。

8、施工人员要站在平稳可靠地点，传递工具时，要互叫互应，不准乱扔。

东翼回风绕巷整改安全技术措施 篇5

工程概况

为确保2156工作面的回风，根据矿研究决定，需要整改60米绕巷。决定上平巷沿C5煤层掘进，巷道掘进长度35米，斜巷为半煤岩巷，掘进长度25米，巷道设计净宽2.4m，中高2m，掘进净断面4.8㎡，支护采用工字钢支护。为确保掘进本回风绕巷的防突安全，特制定安全技术措施如下：

1、在上平巷掘进施工前，为准确不发生突出，在工作面先打6个钻孔：上、下邦控制15米，有防突队经效果检验后无突出危险方可作业

2、采用远距离放炮：撤人、放炮地点在东翼平巷风门外，放炮前，由电工切断回风通道内一切动力电源和信号电源（监控设施电源除外），所有回风通道内的人员全部撤到东翼平巷风门外，30分钟后，人员方可进入掘进面检查工作。

3、在东翼回风巷内安装一趟压风管，在压风管上距掘进面25～40米的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在位置以及回风道有人作业处设置压风自救系统，每组压风自救系统可供5人以上使用，压风量供给每人不小于0.3㎡/min，4、其它安全防护措施： 东翼回风巷内的电气设备必须有专人负责检查维护，并要求每旬检查一次防爆性能，严禁电器设备失爆，要求瓦斯电、风电闭锁完好使用，每个下井人员必须携带1个隔离式自救器。

5、巷道掘进必须按照设计断面，已定中、腰线要求进行施工，支护必须及时。

6、掘进巷道过程中必须保证通风系统正常运行；同时保证工作面的通风需要。

7、瓦斯检查员必须认真负责地对工作面经常进行巡回检查，发现异常立即处理和向矿调度室（带班矿长汇报）并视情况组织工作面全部人员迅速撤离到地面。

13、每班工作前必须先进行顶板检查和有毒有害气体的检查，在确认无安全隐患后方可进行下一步作业；

14、掘进巷道时，必须严格使用好前探梁支护和临时支护严禁空顶作业。

15、掘进工作面放炮时严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、“人牌网三警戒”、“三人连锁”放炮制度。

16、施工过程中，必须随时观察

头煤岩变化情况，若打眼过程中有顶钻、夹钎、喷孔、瓦斯忽大忽小，片帮掉矸等突出预兆时，必须立即停止作业，切断闭锁电源，撤出人员，向矿部和有关人员汇报，未经处理不得恢复作业。

17、严格执行敲帮问顶制度，每次进入当头都应由顶板管理人员处理松石及其他各种隐患后才能作业。

18、加强通风管理，风筒出口距迎头不大于5米，保证当头风量充足，进班时如局扇停风应先开启局扇排除当头炮烟和瓦斯。局扇停 风时应立即将人员撤出当头并及时送风，严禁微风、无风作业。

19、局扇应保持进场运转，并确定专人负责管理，其他人不得随 意停开局扇

20、局扇必须上架，离地面高度不少于0.3米，局扇前后5米以内无杂物堆放。风筒吊挂要平直、无破口、拐急弯、接头不严等现象。

21、加强综合防尘，坚持湿式打眼，放炮后必须洒水防尘，实行装岩洒水，并落实个体防护措施。

22、严禁使用失效变质炸药，炸药受潮水分含量超过0.5%或硬化到不能用手揉松时，严禁使用。

23、装药时不得用炮棍捣实炸药，炮眼封泥应充足，封泥长度不少于0.5米。

24、实行正向装药，严禁反向装药放炮。

25、放炮后如出现瞎炮应按《规程》规定本班出井放炮时及时处理完毕。

26、放炮母线严禁有明接头，出现明接头必须用黑胶布包扎好。

27、雷管和炸药必须分箱存放、分离运送，火药箱必须放在顶板完整、支架牢固、且避开电气设备的安全地点。

28、装药及装填炮泥、瞎炮处理等应严格遵守放炮错做规程。

29、加强巷道测量工作，技术人员应及时标定、延伸中、腰线，施

30、每班掘进工作面头距煤层5米位时，必须严格执行“探三掘一”、“先探后掘”措施，否则不允许掘进，探眼不准装药或做他用，且用黄泥堵严，跟班队干将探眼参数及见煤岩情况向矿部和有关人员汇报，并做好记录，发现异常时，不准掘进，等待处理意见。，没有处理意见，不得恢复生产。施工人员必须准确掌握允许掘进长度，严禁超掘，并且随时与矿部保持联系，防止误穿煤层。

回风绕道安全技术措施 篇6

xxxx 煤矿总回风平巷整改施工安全技术措施

编 制：

矿 长：

安全矿长：

生产矿长：

技术负责人：

编制时间：2011年1月6日

Xx矿总回风平巷局部地段巷道墙体变形。不能满足矿井安全生产要求。经矿务会研究决定：必须立即整改总回风平巷，为确保整个施工工作安全顺利进行，特编制如下施工安全技术措施，请施工队伍严格遵照执行。

每班作业前，必须对工作地点的安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作点。

每班撤除墙体前，必须掩护好巷道内的所有线路和管路，确保线路和管路不受损坏。并用适高的单体支柱支护好棚顶矿工钢(一梁两柱)并且打紧打牢，迎山有力。确认无误后方能进行施工作业。

撤除原墙体时，严格检查顶板动态和支护情况，严格执行“敲帮问顶”制度，处理好悬浮矸，确认无误后，方能进行撤除原墙体工作。

撤除原墙体时,操作人员要站在已控制好的安全地点,采用不同长度的钎子进行撤除,并设专人观察顶板动态和安全情况,发现问题及时处理,严禁施工地点装撤平行作业.对冒落区必须进行瓦斯浓度检查,只有瓦斯浓度在1.0%以下方能施工作业.严禁瓦斯超限作业和无风、微风作业。

每次撤除墙体作业距离不得超过2.0米,必须根据具体情况，待垮落稳定后，及时处理周围的悬浮矸，打好临时支护，并保证临时支护牢固可靠.只有在确保安全的情况下，才能进行其它施工作业。

对巷道变形严重，巷道高度和宽度不够的地方，进行刷帮。刷帮巷道净断面:上宽2.5米、下宽2.5米，高2.3米.刷帮采用手镐作业,削落的煤矸石和泥土必须清理干净,保证巷道畅通.未撤除的墙体段,必须用11#矿工钢、单体支柱打好走向抬厢,并且打紧打牢,牢固可靠.巷道刷帮、临时支护等符合要求后，必须停止撤除原墙体工作。用碹石和水泥沙浆砌巷道两帮墙体，高2.2米。墙体的基脚必须处于巷道的硬底上，墙脚必须低于巷道面0.2m以上，若底板岩石松软时，必须挖槽不少于0.3m，后用大片料石垫底，基脚平行于巷道中线，墙体按中腰线一轮一轮的砌。

砌墙体后壁空顶处，必须用碎石充填严密，充填时不能用力过猛。

墙体每轮料石之间必须抹灰浆，灰缝均匀，灰浆要饱满，墙脚必须抹底灰，墙体之间接触平整。

巷道两帮墙体砌完后，用11#矿工钢横扛于墙体上(间距0.8m/架,中对中)，保证巷道净高2.3米。支架与巷道顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，并严实可靠。

支护结束后，必须及时清理巷道的残渣及工具，处理好周围的安全隐患，确保巷道畅通。

作业时，隐患较大，不能及时处理时，必须停止工作，更不能做与其它无关的工作。

回风绕道安全技术措施 篇7

1605回风顺槽与回风下山

即将道贯通安全技术措施

一、概 况：

1、巷道名称、位置及相邻关系：

本作业规程掘进巷道为1605回风顺槽与回风下山联巷，该巷道在1605回风顺槽内开口与回风下山垂直贯通，与运输下山、轨道下山立交。

2、掘进巷道的用途：

该巷道主要承担1605工作面的回风任务。

3、巷道性质：

本次所掘进巷道在1605回风顺槽距16#运输下山25m处，先以9°51′43″上坡掘进42.5m，再水平掘进5m后，以11°44′54″下坡掘进17.2m。

4、巷道设计长度和服务年限： 设计长度：65m 掘进期限：本巷道从2014年2月25日开工，预计2014年3月10日竣工。

1605回风联巷的服务年限：1605回采工作面可采年限。为保证巷道的顺利准确贯通和施工安全，特制定以下安全技术措

施，贯通施工中必须严格执行本措施。

二、贯通前的准备工作：

1、本次巷道贯通由地测科进行一次贯通测量检查，对中线及时调整，并与巷道设计相对照，为保证巷道的顺利施工和精准贯通，在巷贯通前20米时，再对巷道进行一次贯通测量，对测量结果及时分析和存档。

2、巷道掘进剩余20米贯通时，停止下部回风巷工作面的掘进工作，加强工作面支护后所有人员必须全部离开工作面，严禁任何人在工作面逗留，巷道内必须保证正常通风，经常检查巷道中风筒的完好情况。按时检查工作面及回风流中的瓦斯浓度。避免出现有毒有害气体积聚现象。设置警戒线或棚栏，警戒牌。

3、停掘工作面的加强支护可以采用加密锚杆、锚索或支设木棚，撤出掘进设备和所有施工工具，在距工作面10米范围内的所有风水管路、电缆等必须提前保护好，以防损坏。

4、两巷道贯通前10米范围内，煤矿通风部门指定专人负责工作面的安全检查和通风管理工作，并做好调配风工作和瓦斯检查工作，严格执行瓦斯检测制度”。

5、在贯通前做好调整通风系统的准备工作；贯通后，由施工队配合通风部门搞好通风工作，维护好通风设施。

6、贯通前，煤矿通风主管领导应认真分析其贯穿工作是否会明显影响本公司井下通风系统的正常运转，如对井下的通风系统造成较大影响时，必须制定专门的安全技术措施。

7、贯通剩余10米时，必须对巷道的坡度进行提前调整，剩余10米时应加强巷道顶板及两帮的支护工作，加密锚杆、锚索和平网的铺设，加强对巷道顶板变化和压力显现的观测工作。

8、贯通剩余10米时，通风管理人员、瓦斯检测人员必须加强两巷道的通风管理工作，防止瓦斯出现异常。

9、贯通巷道工作面在交接班时必须到停止工作面了解情况，发现异常情况时必须及时处理后才能开展工作。

10、施工中必须严格遵守探放水的相关规定，严格探放水作业制度，确保施工安全。

三、技术要求：

1、掘进施工中，由于进行一次成巷断面掘进必须加强顶板支护，并加强敲帮问顶，超前支护的前探梁要紧跟工作面，严禁空顶作业，严格按照巷道掘进施工措施和规定进行支护。

2、巷道贯通前，必须每班有领导在现场值班，发现问题，及时进行处理，加强工作面正常通风，巷道接近贯通地点时，瓦斯检查员必须对两条贯通巷道的瓦斯情况进行仔细检查，发现瓦斯积聚和超限现象，必须加强通风进行处理，使有毒有害气体降到规程规定的浓度以下，方可进行贯通。

3、每班安全员上班后，必须跟随当班队长先到工作面进行安全检查，符合规程的规定方能实施贯通，必须确保贯通地点,无人员逗留。

4、在巷道贯通前，必须确保局部通风机的正常运行，并设专人

对局扇进行管理，确保在一台局扇停止工作时，另一台局扇能在短时间内启动，严禁任何人员随意开停风机。

5、在确定巷道即将贯通时，应先用长钻杆钻眼，以确定两巷相隔的距离。当距离确定后井下当班值班领导要安排好相关人员，做巷道好贯通时的准备。

6、确定巷道贯通的班中，当班队长必须及时通知调度室，煤矿通风负责人员必须在现场统一指挥，对巷道风量进行检查，发现有异常情况时，要及时采取有效措施进行处理，并向调度室汇报。

7、巷道贯通后，严禁人员在贯通地点进行观望，贯通后，当班掘进施工人员必须立即对贯通地点实施支护，由当班队长确定支护完好后，方能允许人员通过。

8、掘进至距贯通10米范围内时必须掘一排支一排的施工，保证循环进尺，随掘随支，严禁空顶作业。

9、当贯通距离小于4米时，应适当减少循环进尺量，并用钻杆在巷道正中距顶800mm处向前按施工巷道坡度打一探眼确定贯通层位。

10、据每天巷道的掘进进尺及时的打探眼，确定剩余贯通距离小于2米时，先掘一个长宽不大于1米的导硐，然后分次刷大至设计要求。

四、安全注意事项：

1、巷道在贯通前，煤矿通风负责人员必须在现场指挥贯通工作，并在贯通后进行风量调节，保证风量符合规程规定。

2、煤矿通防科应在16#回风下山及时安装调节风窗，巷道贯通后，及时在1605回风顺槽安设2组风门。并对风量进行调节。

3、巷道内风机供风采用双风机并安装风机互换装置，以确保巷道内随时都有新鲜的风流，为巷道施工人员提供良好的工作环境。

4、巷道贯通后，接到通风负责人员的通知后方可停止局扇运行。在没有得到许可时严禁任何人停止局扇运行。

5、巷道贯通后，现场人员必须听从指挥，配合通风队进行风量调配工作。

6、贯通处施工时，施工人员必须站位在支护完好的安全地点，发现异常要及时撤人，施工时该处严禁行人和进行与支护无关的工作。

7、跟班队长负责对贯通处顶板状况由外向里进行检查，发现问题及时汇报并处理。

8、贯通施工期间正常使用临时支护，严禁空顶作业。

9、人员进入迎头首先做好敲帮问顶工作，检查巷道支护质量，及时的对巷道贯通处进行加强支护，必要时可使用钢梁进行加强支护，架设钢棚，确保巷道的安全与稳定。

10、当班跟班队长负责现场观察顶板，要密切注意顶帮支护及压力状况，发现问题及时处理或停止作业。

11、贯通后实现全风压通风，由通风队负责检查贯通巷道的风速和瓦斯深度，符合《煤矿安全规程》的有关规定后，方可恢复作业。

12、其它未尽事宜，严格按照《煤矿安全规程》和1605回风顺