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X治理区防滑坡技术措施

编辑:制度大全2019-04-09

1、做好工程、水文地质勘查、测绘工作和边坡稳定性评价并制定边坡稳定措施。

建立岩移永久性观测线(网),定期观测。

2、非工作帮形成一定范围的到界台阶后,定期进行边坡稳定分析和评价,对影响生产安全的不稳定边坡采取安全措施。

3、工作帮边坡在临近最终设计的边坡之前,对其进行稳定性分析和评价。当原设计的最终边坡达不到稳定的安全系数时,修改设计或采取治理措施。

4、长远和年度采矿工程设计,进行边坡稳定性验算,达不到边坡稳定要求时,修改采矿设计或制定安全措施。

5、采场最终边坡的管理遵守下列规定:

(1)采掘作业按设计进行,坡底线不得超挖。

(2)临近到界台阶时,采用控制爆破,不得超钻并采取减震措施,严禁采用硐室爆破。

(3)含有露头煤的到界台阶,采取防止露头煤风化、自燃及沿煤层底板滑坡的措施。

6、排土场边坡管理遵守下列规定:

(1)随着排土场边坡的形成和发展,定期进行边坡稳定分析,如有不稳定因素应修改排土参数或采取防治措施。

(2)实施内排土场前,必须测绘地形,查明基底岩层的赋存状态及岩石物理力学性质,测定排弃物料的力学参数,进行排土场设计和边坡稳定计算,清除基底上不利于边坡稳定的松软土岩。

(3)内部排土场最下1个台阶的坡底与采掘工作面之间留有足够的安全距离。

(4)内部排土场采取有效的防排水措施,防止或减少水流入排土场。

7、定期巡视采场及排土场边坡,发现有滑坡征兆时,设明显标志牌。对设有运输道路、采运机械和重要设施的边坡,及时采取安全措施。

篇2:X水仓施工安全措施

因7311煤仓斜巷在施工中涌水量较大,影响7311煤仓斜巷的安全施工,经研究决定,在,开始施工水仓,满足该采区正常涌水量储存及抽排,为确保工程质量和施工安全,特拟如下安全技术措施。

一、技术要求

1、水泵房规格:3.4×2.7m(宽×高),半圆拱形断面,工程量5m,锚喷支护,锚杆¢18、长度1500mm,锚杆间排距为600×600mm,锚喷层厚度为100mm锚固力不低于50kn/根,泵房底板高于车场底板500mm;水沟布置在巷道底板中心,规格为400×500mm(宽×深),采用矸砖、沙浆砌筑,水沟顶部加盖板;为方便吊装水泵,在位于水泵房中部设置一根水平横梁(钢轨型号43kg/m,长度3.3m),横梁(底面)距泵房底板为2m,两端嵌入岩体深度不低于300mm。

2、吸水井工程量2.5m,规格为¢1.2m,采用矸砖、沙浆砌筑,在其西帮安装爬梯,爬梯间距为500mm。

3、引水巷工程量24m,坡度为-25度和+23度,掘进断面规格为3×2.8m(宽×高),半圆拱断面,锚杆作临时支护;二次支护后的巷道规格为2.5×2.5(净宽×净高),密厢支护。

4、水仓(平巷)工程量18m,巷道规格及支护方式和引水巷相同。

二、施工方法

1、施工顺序

k6回风下山落平点前50m停掘,碛头保持正常通风,退后37m即落平点前13m,在巷道东帮开口子,水仓引水巷(方位角20度,坡度-25度,斜长12m,落平标高+15m)、水仓平巷(方位角0度,长度18m),然后掘引水巷(方位角290度,坡度+23度斜长12m)贯通西三k6回风下山下部车场,最后在水仓平巷垂直向上冒穿水泵房。

2、排矸、运输及支护

施工水仓时,采用爬斗机排矸,1吨u型矿车装岩,jd-25kw绞车提升;水泵房为锚喷支护一次到位,其余巷道则先采用锚杆作临时支护,最后架密厢作永久性支护。

二、开工前的准备工作

1、全面检查k6回风下山运输道路、一坡三挡、绞车、钢死绳、提升信号是否完好,发现问题及时处理。

2、清理下部车场水沟内流砂、杂物,确保水沟畅通。

三、施工安全措施

1、利用现有的西三k6回风下山风机、风筒接三同分风(风机型号为fbd№5.0/11kw),实行风电、瓦斯电闭锁。

2、每班开工前,必须对作业场所进行敲帮问顶安全检查,及时清理两帮松砂活矸。

3、技术科及时标画中腰线并加强工程质量检查,施工单位严格按照技术要求施工。

4、严格坚持“一炮三检、三人联锁”放炮制度,每次炮后必须及时清理防护罩及风管内的流砂,确保风流畅通。

5、机电科每天对该区域的电器设备和安全设施进行全面检查,发现问题及时处理。

6、每班施工完毕,必须在洞儿口设置花栏、揭示警标,并及时通知调度室恢复网线电源。

7、本措施未尽之处,请严格按照《煤矿安全规程》规定执行。

技术科

篇3:串进风安全措施模版

一、概况

因1001进风巷工作面布置在炮采总回风巷的回风侧,布置独立通风确有困难,现采用一次串联通风,待1001进风巷掘进与1001回风巷贯通后,方可构成独立的通风系统。

二、串联方法

炮采工作面回风串入1001进风掘进工作面,一次串联通风。

三、安全技术措施

;、通风系统

1、确保该区域的通风设施完好,使用正常,不得发生风流短路;

2、该区域的风门施行分工管理,落实到人;

3、通防科负责通风设施正常巡回检查、维护、修理;

4、每五天对该区域测一次风,如发现异常情况随时测风,及时处理。

;、局扇管理

1、局扇必须按规定安装“风电闭锁”装置;必须达到双风机、双电源,并能自动切换。

2、该局扇由瓦斯员和掘进机电工共同管理,确保正常运转,不得随意停开局扇;因特殊原因发生停风立即断电撤人,并设好警戒;

3、风筒的延接、吊挂严格按照通风质量标准化要求认真执行,确保风筒跟到迎头、吊挂平直,无破口,接头不漏风;

;、瓦斯管理

1、1001进风掘进工作面局部通风机吸风口进风流中必须安装一台瓦斯传感器,其报警浓度为≥0.5%,断电浓度为≥0.5%;该处瓦斯传感器的断电范围为轨道联络巷道内一切非本安型电器设备电源,复电浓度<0.5%。

2、1001进风掘进工作面进风侧设一处瓦斯检查点,正常汇报、填写、记录;

3、1001进风掘进面、炮采工作面瓦斯检查次数每班检查3次;

4、放炮时要严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度;

;、防尘管理

1、保证该区域的防尘管路系统和防尘设施齐全、完好,供水正常;

2、执行洒水冲尘的方法,即每班由施工单位负责各自施工区域进行一次彻底洒水,同时在各产尘环节执行防尘制度,确保巷道内积尘中含水量大于12%;

3、必须执行湿式打眼和水炮泥的使用,坚持炮前后防尘洒水,正常使用净化水幕。

;、其他管理

1、按规定要求配置防灭火器材;

2、按有关规定要求对该区域的电器设备进行检查,确保完好,杜绝失爆;

3、其他按“一通三防”管理制度认真执行;

4、各有关单位认真组织学习本措施,并按措施实施,安全站负责监督。

领导补充措施:

通防科

2011年月日

篇4:X煤矿过断层安全措施

一、地质概况:

1、工作面现状

截止到2014年9月下旬,14-1108工作面已回采至里程630米处,共推进370米。现工作面共揭露出3条正断层:f42(h=7.0m∠60°)、f18(h=1.9m∠45°)和f43(h=0.3m∠35°)。

工作面现揭露断层详细情况见工作面地质构造剖面图(附图一)

2、断层预计变化情况

本工作面在胶带顺槽160m处揭露一条正断层:f18(h=6.1m∠80°)而在轨道顺槽并未揭露如此落差的断层,因此可以判断胶带顺槽所揭露的这条断层和工作面揭露的三条断层为一个系列。但是断层的条数、落差并不一致,因此可以确定断层均包在工作面当中,而且会处于不断变化当中。

胶带顺槽断层情况见工作面胶带顺槽断层剖面图(附图二)。

本工作面断层预计影响范围见断层预计影响范围图(附图三)。

3、过断层施工方法

工作面所揭露断层岩石性质为砂质泥岩和泥岩,胶带顺所

揭露的岩石性质为砂质泥岩,预计岩石硬度大约为f=2—6。根据预计情况,现场实际操作过程中采用两种办法过断层。当岩石硬度较低时,采用直接截割的办法通过;当岩石较高时,采用松动爆破然后再截割的办法通过。

二、过断层期间的工艺流程:

过断层准备→隐患排查→打眼→爆破→通风→提前拉架→割煤→拉架→推溜→支护

炮眼布置方式根据岩石的坚硬程度变化而变化。一般情况下炮眼应布置在最坚硬岩石层位当中。根据岩石的坚硬程度和坚硬岩石的厚度来确定炮眼的排数。一般采用单排眼或双排眼,最多不超过三排眼。双排眼时采用三花布置,三排眼采用五花布置。

炮眼深度1m,循环进尺0.8m。

过断层期间,爆破必须严格执行《煤矿安全规程》中第314—342条之规定。

三、工艺流程安全技术规定

1、过断层准备和现场隐患排查

接班后对工作面所有隐患进行全面排查,并认真处理。断层范围内的隐患情况更应详细排查(特别是顶帮支护情况),确认无任何隐患后进入下一流程。

2、打眼

打眼使用yt-28型凿岩机,ф42㎜“一”字型钻头、ф22mm长1.8m六角中空钢钎杆。画眼、打眼采取定人、定位、定眼的方法进行。打眼完毕,用吹眼器对所有炮眼进行清理。然后将打眼周围所有工具清放到安全地点。

画眼、打眼位置和角度见炮眼布置图(附图四、五、六)。

打眼的安全注意事项:

(1)打眼前先检查风钻、风水管路及钻杆是否完好,接头连接是否牢固可靠,发现问题立即处理。

(2)点眼工严禁戴手套点眼、扶钻。钻眼工必须按规定角度和距离进行打眼,防止两眼之间打通,影响爆破效果。进入机道内作业,必须将刮板运输机、采煤机停机并闭锁。

(3)打眼过程中,任何人不得操作作业区域前后10m以内的支架。

(4)吹眼时由一人作业,侧身对着工作面,其余人员远离吹渣可能波及的范围内。

3、爆破

爆破作业严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。

(1)装药

药卷选用煤矿许用三级乳化炸药,药卷规格ф35×200㎜×200g,雷管选用毫秒延期电雷管。装药结构采用正向连续装药,做到一次装药必须一次全部起爆。封泥使用黄土炮泥和水炮泥。

装药结构见装药结构示意图(附图七)

具体爆破参数见爆破作业图标(附表1、2、3)

装药的安全注意事项:

①严禁使用不能揉松或破乳的炸药。

②坍塌、变形、有裂缝或用过的炮眼不准装药

③装药时要用木质炮棍将药卷轻轻推入(一轻、二紧、三密实),并保证聚能穴端都朝着传爆方向。

单排眼爆破参数表(1—1)

炮眼名称眼深

(m)装药量(g)角度起爆顺序卷g垂直水平腰眼1120075°25°

单排眼爆破原始条件表(1—2)

序号名称单位数量1岩石坚固性系数f3-62循环炮眼数个60

单排眼爆破预期爆破效果表(1—3)

序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%802每循环炸药消耗量kg9.63每循环雷管消耗量个534每循环进尺m0.85炮眼深度m1

双排眼爆破参数表(2—1)

炮眼名称眼深

(m)装药量(g)角度起爆顺序卷g垂直水平顶眼11200900ⅰ底眼112007525ⅱ

双排眼爆破原始条件表(2—2)

序号名称单位数量1岩石坚固性系数f3-62循环炮眼数个120

双排眼爆破预期爆破效果表(2—3)

序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%802每循环炸药消耗量kg243每循环雷管消耗量个1064每循环进尺m0.85炮眼深度m1

三排眼爆破参数表(3—1)

炮眼名称眼深

(m)装药量(g)角度起爆顺序卷g垂直水平顶眼11200900ⅱ腰眼11200900ⅰ底眼112007525ⅲ

三排眼爆破原始条件表(3—2)

序号名称单位数量1岩石坚固性系数f3-62循环炮眼数个180

爆破预期爆破效果表(3—3)

序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%802每循环炸药消耗量kg31.63每循环雷管消耗量个1584循环进尺m0.85炮眼深度m1

(2)联线、放炮

联线采用大串联方式进行,放炮母线使用绝缘双线。放炮采用一台mfb-200型发爆器进行起爆。

联线、放炮安全注意事项:

①联线前检查绝缘母线和发爆器是否完好,发现问题及时处理。放炮母线做到随用随挂,严禁长挂不收,并扭结成短路。

②放炮前派专人设好警戒,警戒距离距放炮地点不得小于100m。

③发爆器手把或钥匙爆破工必须随身携带。

④通电后若没有起爆,爆破工必须先取下钥匙,并摘下放炮母线,扭结成短路,至少等15分钟后,方可沿线路检查,查找拒爆原因并进行处理。

放炮警戒见警戒示意图(附图八)

(3)火工品管理的安全注意事项

行走路线:井下炸药库→+590水平轨道大巷→胶带上山→14-1108轨道顺槽→14-1108工作面爆破地点。

①背运火工品人员必须穿特制的反光背心,方可在大巷行走。严禁接触电缆、导体和带电体。通过弯道、交岔点等部位,都要“一停、二看、三通过”。

②雷管箱和炸药箱存放在轨道顺槽距工作面100m以外的安全地点,其间距不得小于25米。

③领退火工品严格执行“火工品领退制度”

4、通风

(1)风量计算

因我矿使用三级煤矿许用乳化炸药,根据《煤矿通风能力核定标准》风量计算公式如下:

q=ab/tc=6×0.1/20×0.02%=150m3/min

式中:q—计算的风量,m3/min;

a—同时爆破的最大炸药量,6㎏;

b—1kg炸药爆破后产生的有害气体折合成的一氧化碳量一般取b=0.1m3/㎏;

t—通风时间一般取t=20min;

c—风流中一氧化碳允许浓度,爆破后连续通风条件下,一般取c=0.02%

工作面实际需要配风量为1087m3/min,现工作面实际配风量远远大于需配风量。满足爆破通风要求。

(2)综合防尘

装药前对放炮地点周围20m内进行洒水灭尘。当工作面爆破完毕时,班长设专人开启胶带顺槽及工作面各转载点喷雾和支架架间喷雾。

(3)通风的安全注意事项:

①爆破工必须随身携带便携式瓦斯报警仪,爆破前认真检查爆破地点20m范围内风流中瓦斯浓度,只有在瓦斯浓度低于1.0%时方可进行爆破作业,否则严禁爆破。

②综合防尘严格执行《煤安规程》第17条之规定。

打眼坚持使用湿式凿岩,做到无水不开钻,严禁干打眼。工作面进水管安装注水针,坚持使用水泡泥。

4、提前拉架

断层处顶板若因爆破造成端面距超过规定时,需要提前拉架支护顶板。若提前拉架端面距仍超过规定时,需加打戴帽贴帮点柱支护顶板。

加打戴帽贴帮点柱遵守如下安全注意事项:

(1)打戴帽贴帮点柱的支护材料(规格)根据采高度的变化而

选择。严禁使用不匹配和不完好的支护材料。

(2)柱距不得超过300mm,防止因煤矸窜入机道伤人事故的发

生。

(3)其它严格执行《14-1108综采工作面作业规程》关于端头维

护的相关规定。

5、割煤

采煤机通过断层处,采高控制在2.8-3.0m,速度不得超过1m/min。

割煤的安全注意事项:

(1)断层带坡度较大,采煤机防滑抱闸必须灵活可靠。当采煤机出现滑坡时,采煤机抱闸自动抱死,防止因采煤机滑坡意外事故的发生。

(2)过断层期间加强对采煤机的检修力度,保证采煤机的截齿、齿座完好,各管路无漏油、漏液现象各螺栓无松动现象。

(3)大块矸石通过采煤机时,必须停机处理。具体处理大块矸石的方法如下:

①若矸石粒径大于400mm时,用风镐配合大锤进行破碎,严禁明炮、糊炮处理大块矸石。

②若大块矸石进入采煤机下方时,立即闭锁运输机,然后将采煤机从机头方向进行牵引,直至矸石完全暴露出来,进行处理。

③班组完成生产任务后,应将采煤机停在机尾处,防止因大块矸石造成设备的损坏。

6、拉架

加强泵站、液压支架的管理和维修。保证泵站供液正常,压力不低于30mpa。支架的初撑力不得小于泵站额定压力的80%。

加强工作面的顶板管理,液压支架要做到不挤、不咬、不歪,相邻支架高低差不得超过支架侧护板的2/3,防止支架咬架。若工作面出现倒架现象时,利用侧护板进行调整。

7、推溜

加强运输机的检修力度,杜绝运输机带病运转。为防止运输机拉回煤造成断链事故的发生,运输机机头与转载机机尾必须合理搭接。若运输机发生断链,接连方法如下:

查找断链部位→打开断链部位天窗→拆开相应部位的连接环→采煤机、钢丝绳牵引→接底链→卡链器卡链→运输机抱闸抱住靠背轮→接上链

接连的安全注意事项:

观察断链处周围顶板支护情况,发现异常立即处理。利用采煤机、钢丝绳牵引时,钢丝绳直径不小于24mm,所有人员严禁站到钢丝绳可能断绳后所能波及的范围内。接链时,接链人员要注意力集中防止挤手。

8、支护

加强工作面的顶板管理工作,确保支架处撑力符合规定,防止出现漏顶、冒顶现象。

9、其他割煤→拉架→推溜→支护方法及安全注意事项严格执行?14-1108综采工作面作业规程?有关规定。

四、其他安全技术措施

1、凡人员进入机道内作业(打眼、装药、联线、处理大块矸石等)严格执行《14-1108综采工作面作业规程》“进入机道的安全技术措施”的相关规定。

2、若工作面发生漏顶或冒顶严格执行《14-1108正常工面作业规程》“构顶的安全技术措施”。

3、放炮地点及前后10m范围内的支架活柱采用规格为长×宽×厚=1400×200×50的木板捆绑,木板外悬挂宽1.2m废旧的强力皮带,以防止放炮时崩坏支架及其支架配件,支架前立柱另行用皮带加设防护措施。

4、每次放炮前,支架灯全部从顶梁上拆回支架内,运输机挡煤板侧电缆、水管、压力检测仪器必须全部用皮带保护好,并详细检查支架防护设施的完好情况,采煤机应停在放炮地点机尾侧离放炮地点至少要有30米的地点,在机头机尾放炮时要用皮带保护好运输机机头、机尾电机减速器,确认无问题后方可进行放炮作业。

5、放炮前工作面所有机电设备停止运转并电气闭锁,乳化泵停止工作,防止矸石飞溅损坏液管造成意外事故的发生。

6、带班干部要靠岗到位,加强管理和协调,遇有特殊情况及时向区和调度室汇报。

7、施工作业过程中钻眼工、爆破工、装药工、把钻工等工种严格按照焦煤发《采煤专业操作规程》有关规定执行。

8、其它未尽事宜严格执行《14-1108工作面作业规程》和《煤矿安全规程》的第315—346条的相关规定。

篇5:X煤矿特殊情况下爆破安全措施

一、巷道贯通爆破

巷道贯通必须绘制准确的贯通施工进度图,每班在图上填明进度

及剩余贯通距离。当贯通的两个掘进工作面相距20m(有冲击地压倾向的巷道在相距30m)前,地测部门必须事先下达贯通通知书,并且只准从一个工作面向前贯通。停掘的掘进工作面必须保持正常通风,经常检查风筒的完好状况及其回风流中的瓦斯浓度;瓦斯浓度超限时,必须先处理瓦斯。掘进的工作面每次装药、爆破前,班组长必须必须每班派专人和瓦斯检查工到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时,必须先停止在掘工作面的工作,然后处理瓦斯。只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在0.8%以下时,掘进的工作面方可装药爆破。每次爆破前,在两个工作面入口必须设置栅栏和有专人警戒。间距小于20m的平行巷道,其中一个巷道爆破时,两个工作面的人员都必须撤至安全地点。

除以上规定外,还应执行以下规定:

(1)当贯通距离剩余20m时,地测部门必须及时给出准确的贯

通控制距离及中、腰线,钻眼工和爆破工要严格按照中、腰线打眼。

(2)贯通爆破前,要检查贯通地点的受压及支护情况,有明显

压力显现时必须采取可靠措施先进行加强支护。

(3)贯通距离剩余20m内每次爆破前,所有警戒地点设置好警

戒,确保无误后方准爆破。接不到迎头带班班组长的撤离命令,警戒人员不准撤离警戒。

(4)当巷道贯通距离剩余5m时,必须在工作面中心位置用长

钎子打超前探眼,探眼深度为进度的2倍,以确定准确剩余距离。

(5)贯通距离剩余2m时,必须采用,少装药、放小炮的方法进行贯通,小断面从巷道底部导硐贯通,然后用爆破震动配合风镐刷大方法将巷道刷够设计要求。

(6)贯通时,通防部门必须安排专人跟班在现场统一指挥,贯通后必须停止采区内的一切工作,立即调整通风系统,风流稳定后,方可恢复工作。

(7)贯通后现场班组长必须将贯通的详细情况及时汇报区队值班室和矿调度室,如有问题以便及时采取措施进行处理。

(8)按预测位置应贯通而未贯通时,必须立即停止掘进,查明原因,重新采取专项措施贯通。

二、接近老空区的爆破

老空区往往积存有大量的水、瓦斯和其他有毒有害气体,如果不慎爆破掘痛老空区,就可能发生突然涌水、人员中毒和瓦斯爆炸等恶性事件。因此,在接近老空区时,必须采取相应的安全措施:

(1)爆破地点距老空区15m前,必须通过钻探眼等有效措施,探明老空区的准确位置和范围、瓦斯、积水及发火等情况,针对查明的情况,修正或调整安全措施,否则不准装药或爆破。

(2)穿透老空区爆破时,必须撤离人员,并在无危险地点爆破。爆破后,必须在查明老空区情况,确认无危险时才允许恢复工作。

(3)钻眼时,发现煤(岩)变松软、炮眼内出水异常、工作面温度骤高骤低、瓦斯量增大等异常情况,说明工作面已临近老空区,必须查明原因,采取措施。爆破条件具备时才可以装药爆破。

(4)必须坚持“有疑必探,先探后掘”的原则,发现异常情况,必须查明原因,采取措施,否则不准装药爆破,以免误通老空区,发生透水、透火、大量涌出瓦斯爆炸等事故。

三、接近积水区的爆破

透水是煤矿五大自然灾害事故之一。由于积水区资料不全或测量不准,往往容易发生突发性爆炸透水事故,造成重大伤亡、淹没设备、冲毁设施等重大事故。在接近积水区爆破时,必须采取以下措施:

(1)接近积水区时,要根据地测部门提供预测预报中已查明的情况,编制切实可行的排放水设计和安全措施,否则禁止爆破。

(2)掘进工作面或其他地点发现有透水预兆(挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、底板臌起或产生裂隙出现涌水、水色发浑有臭味等异状)时,必须发出警报,撤出所有受水害威胁地点的人员。

(3)发现煤岩变松软、潮湿以及炮眼渗水等异常情况时,应停止爆破。如正在钻眼时应立即停止钻进,并不许拔出钻杆,立即向调度室汇报。

四、处理卡在溜煤(矸)眼中的煤、矸时如果却无爆破以外的方法,可爆破处理,但必须遵守以下规定:

(1)必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤(矸)眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药。

(2)每次爆破只准使用一个煤矿许用电雷管,最大装药量不得超过450g。

(3)爆破前必须检查溜煤眼内堵塞部位的上、下部空间的瓦斯。

(4)爆破前必须洒水。

五、《煤矿安全规程》规定:炮眼深度小于0.6m时不得装药、爆破;在特殊条件下,如卧底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时,必须制定安全措施,炮眼深度可以小于0.6m,但必须封满炮泥。

制定安全技术措施必须符合下列要求:

(1)每孔装药量不得超过150g。

(2)炮眼必须封满炮泥。

(3)爆破前必须在爆破地点附近洒水降尘并检查瓦斯,瓦斯浓度超过0.8%时不准爆破。

(4)检查并加固爆破地点附近支架。

(5)爆破前,班组长必须布置好警戒并在现场指挥。

六、松动爆破是在工作面前方向煤体深部的高压力带打几个深度较大的炮眼,装药爆破后使煤体破裂松动、消除煤质的软硬不均现象,形成瓦斯排放的渠道,在工作面前方造成较长的低压带,使高压带移向煤体更深的部位,故可防止煤与瓦斯突出的发生。在有突出危险的煤层中掘进巷道,一般在工作面布置3~5个钻孔(不得少于2个),孔径40mm左右,孔深7~10m(不得少于7m),钻孔底超前工作面不小于5m,每孔装药量为3~6㎏,封泥长度长度不得小于2m。爆破后在钻孔周围形成破碎圈和松动圈。破碎圈内的煤呈碎屑状,已失去承载能力,成为排放瓦斯的通道。松动圈内的煤呈破碎状,使煤软硬更加均匀,并形成瓦斯排放渠道。

松动爆破时,必须有撤人、停电、警戒、远距离爆破、反向风门等措施。

七、过断层爆破的安全措施

1、地质特性

断层破碎带与一般的软弱围岩相比,最大的不同之处是:前者破

碎,后者软弱。从单轴抗压强度来说,前者均高于后者。但前者的自稳能力小于后者。

2、破碎岩层爆破技术

断层破碎带的爆破除采用常规的缩短循环进尺,控制装要量外,关键是合理设计周边部位的钻眼,装药参数及装药结构,保证良好的成型,尽可能避免对巷道围岩的扰动破坏作用。即尽可能维护巷道轮廓线以外围岩的原始状态,除要求良好的成型外,还要求爆破产生的地震动强度最小。其次还应采取适宜的掏槽形式,钻爆参数及起爆顺序。

减轻地震动控制爆破技术:

⑴最大一段允许用药量的确定

一般由类似工程条件的工点实际测得的爆破震动速度衰减规律公式计算,计算式为:qm=r3(vkp/k)2/3

式中:

qm——最大一段允许用药量

vkp——震速安全控制标准

r——爆源中心至震速控制点的距离

k——与爆破技术、地震波传播途径介质的性质有关的系数

⑵掏槽形式的选择

根据以往有关巷道爆破震动速度的观测数据,选用楔型掏槽。这样不仅可以有效的控制震动速度,而且容易掏出槽来,且能使掏槽的单段用药量减小。

⑶选择合理的段间隔时差

为避免爆破震动叠加作用,雷管跳段使用,其时差控制在100ms左右。

⑷循环进尺的选定

主要根据地质条件、进度安排进行,根据本巷道的地质情况及工期要求,循环进尺控制在0.75~1.2m范围内。

⑸爆破参数的选定

爆破参数的选定按照计算法结合工程类比法确定,并经现场试验

进行检验调整。

①炮眼深度l

以循环进尺作为炮眼深度,掏槽眼加深20%。

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