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科技保障创建高产高效矿井安全规范

编辑:制度大全2019-04-09

0前言魏家地煤矿是靖远煤业集团有限责任公司的骨干生产矿井,设计生产能力150万t/a,属煤与瓦斯突出矿井,“三软”煤层,煤尘具有爆炸性,煤层易燃氧化,发火期4~6个月。矿井有瓦斯、火灾、煤尘、水、顶板等重大灾害,是国家重点监控的矿井之一。

魏家地煤矿煤层赋存条件复杂,主采煤层为一层煤,极软、特厚、高瓦斯、突出、高地应力。综放开采技术不仅使矿井煤炭年产量大幅度提高,而且大大改善了工人的作业环境和工作面生产条件,降低了工人劳动强度,极大地提高了广大职工的劳动积极性和主动性。

1煤层巷道支护现状

随着矿井开采深度的加大、水平接替紧张、综放工作面的连续开采和综放开采工艺自身的限制,近年出现了一些在原始突出煤层区域和采区边界受构造影响带影响区域掘进的解突巷道和构造影响带应力集中的巷道。属典型的“三软”煤层,高ch4、高地应力的特殊条件使巷道支护存在诸多困难。特别在构造影响带内原始煤层巷道1112工作面两道或同区域相似条件下的东102回风巷的锚网支护中采用锚网索喷支护技术,不论是顶部采用短锚索代替锚杆或全锚杆支护,巷道变形急剧的状况仍然难以控制。观测数据显示,巷道在掘成初期的20天内,顶底板移近量达800mm,而巷道两肩部的内敛量则高达1000mm以上,巷道支护处于失稳状态。在工作面设备安装前,巷道断面已不能满足回采要求,必须提前进行一次返修维护,而在回采过程中,受超前支撑应力的影响,两道断面的内敛不能满足运输和通风需求,随回采推进反复进行扩巷维修,不仅造成了大量人力和财力的浪费,而且给矿井的正常接续带来了巨大压力,成为制约矿井持续健康发展的巨大障碍。

2煤层巷道掘进与支护改革的必要性从施工过程和现场观测看:1)煤软、大倾角易垮邦。2)瓦斯大、爆声大、动压频繁。3)构造影响带原始煤层煤体松散。

从支护过程中看:1)局部地段锚杆拉断或直接与托板一起拉入煤体内。2)巷道出现吊包、脱皮掉渣、两帮鼓出等现象。3)采动范围内断面缩小,锚杆失效。

以上情况暴露出煤层巷道支护实质性问题:1)原始煤层在掘进中一致处于动压状态,现有支护在动压状态下受力不均衡。2)煤软、煤体松散时煤层自身粘结力和煤体内摩擦阻力小,容易垮帮,锚杆初承力达不到要求。3)使用巷道整体位移,断面缩小,松动圈扩大,锚杆支护失效。4)返修巷道多次维修已破坏围岩的原始应力,采取的各种支护方式已成被动支护,支护效果越来越差。

对构造影响带内原始煤层巷道掘进与支护技术进行改革,提高巷道围岩稳定性,减小巷道变形量,以保证安全生产的正常进行,改善矿井生产的被动局面,是矿井生产技术管理的重点和难点,也是实现矿井安全高产高效的突破口。于是结合魏家地煤矿具体的工程地质条件,对构造影响带内原始突出煤层巷道支护技术进行研究,一方面可以提前实现区域解突,加快采掘接替步伐,另一方面可以降低回采巷道支护和维护成本占矿井综放开采成本的比例,减少巷道返修率,降低工人劳动强度,实现矿井厚煤层综放开采的安全高产高效,具有重大的理论意义和现实意义。

3卸压增阻弱结构补强双支护技术锚杆支护巷道质量的好坏取决于锚杆支护设计参数的合理性。才能保证巷道能够满足安全生产、稳定可靠、合理经济的要求。(1)卸压增阻弱结构补强双支护方案设计原则首先利用释放卸压和注水增阻改善煤体自身条件,然后利用支护体与围岩相互作用和共同承载的原理,使支护系统既能加固围岩,改善围岩受力状态,又能提高围岩自身承载能力,缓和围岩的变形移动,使巷道断面不致过度缩小,同时防止已散离和破坏的围岩冒落,以达到施工简便快捷、经济合理和安全生产的目的。为此,在原始突出煤层巷道支护设计时,应当考虑以下几点:

①围岩是一种天然的承载结构。要认清巷道的地质条件和围岩的力学性质,合理确定原始突出煤层巷道布置位置和掘进与解突、瓦斯释放时间,避免或减少围岩受瓦斯释放过程的影响。提高煤体稳定性,充分发挥围岩自身承载能力的作用。

②合理的支护方式和支护参数应当充分利用围岩的自身承载能力。有利于节约支护材料,达到经济合理高效的目的。

③在保证安全生产的前提条件下合理利用围岩的自身承载能力。既要允许巷道适当变形,起到适当卸载作用,但又不能让它过度变形,必须把变形控制在一定的范围内,防止有害或危险的情况发生。

④合理利用围岩自身承载能力的有效途径就是使支护系统与围岩在相互约束的状态下共同承载。为了达到这种状态,最可行有效的方法之一就是使支护系统向围岩提供一定的支护阻力,使得围岩在承受一定支护阻力的条件下有限制地向巷道空间内变形(受控变形),同时在应力释放后及时对煤体进行支护。

⑤复杂条件下的煤巷或软岩,顶板应采用高强度、超高强度全长树脂锚杆进行综合支护,这样既能提高顶板整体稳定性,又能使围岩变形得到有效控制。

⑥复杂条件下的煤巷或软岩巷道,应适当增加组合梁的支护厚度,采用锚索代替锚杆。锚索的可弯曲性使它在施工过程中能有限的增加长度成为可能。

⑦为控制巷道底臌,应采用加固巷道两帮及边角的方法,控制两帮和边角的塑性区的发展。

⑧在极其松散破碎的软岩中,应采用释放和注水的作用来改善煤体内在条件,在锚索架套u型钢梁对弱结构补强的情况下,双支护的形式保证了巷道的稳定性。

⑨控制原始突出煤层巷道强烈变形的前提是控制好两帮和顶板的变形,尤其是两帮,应当采用既有高预应力高支护阻力又有一定变形能力的螺纹钢锚杆,尽早使围岩由单向双向应力状态转向双向三向应力状态。

⑩煤层坡度大,掘进过程中煤壁极易垮帮时,沿走向按煤层倾角在断面上设计走向锚索,降低水平走向应力和重力分力。

(2)卸压增阻弱结构补强双支护方案设计

构造影响带内原始突出煤层巷道围岩控制的基本原理是利用构造切割方向支承压力分布规律,采用合理的巷道布置方式、支护及卸压保护技术,使巷道构造应力提前释放,避免或减少构造应力的强烈影响,降低围岩应力,提高围岩强度控制,以达到控制围岩变形、提高巷道围岩稳定性的目的。选择合理的释放钻孔施工、注水参数的设计和合理可靠的支护时机,应用锚杆支护围岩强化强度理论和锚索加强支护技术,优化锚杆支护形式和支护参数,通过组合锚杆支护和高预应力高支护阻力且有适当变形能力的高强度锚杆控制两帮和顶板的强烈变形,是支护技术的综合利用。完善巷道锚杆支护施工与质量监测技术是巷道围岩控制技术的关键手段。

(3)具体试验巷道的掘进与支护施工技术

根据卸压增阻弱结构补强双支护技术理论,魏家地矿对东一采区构造影响带范围的东一采区1102工作面掘进巷道进行实验分析,并将西一采区构造影响带内划分表外储量的1114工作面在回采过程中巷道变化情况观测分析:

①巷道断面

1102工作面切眼:巷道断面为圆角矩形。掘进断面s=22.26,净断面s=20.96,掘宽7.7m,净宽7.5m,掘高2.9m,净高2.8m。

1102工作面机道:断面形状为圆弧拱形,拱半径2.5m,拱高1.5m,墙高1.8m。断面尺寸:s掘=14.13m2、s净=13.18m2;净宽=4.6m、掘宽=4.8m;净高=3.3m、掘高=3.4m。

②巷道支护

锚网索喷加桁梁锚索点柱配合的联合支护。锚杆(锚索)锚固采用加长锚固,使用树脂锚固剂。2600mm锚杆每眼使用ck2360和z2360各一节锚固剂,2000mm锚杆每眼使用z2360锚固剂两节,短锚索使用ck2360锚固剂一节、z2360锚固剂两节共三支锚固,长锚索使用ck2360锚固剂一节、z2360锚固剂三节共四支锚固。铺单层菱形金属网,喷厚100mm,锚杆预紧力:顶部2600mm锚杆400nm,帮部2000mm锚杆350nm。短锚索锚固力为20mpa,长锚索锚固力为28mpa。

表1?支护参数表

③施工方式和施工工艺

1)掘进方式:采用机掘或炮掘两种方式。

2)施工机具:采用单体风动锚杆钻机配套b22、l1.0~2.5m的六角中空钻杆,27mm双翼钻头打顶锚杆、锚索眼及安装顶锚杆、锚索。用煤电钻配套l1.0~2.5m的麻花钻杆,43mm的双翼钻头钻装帮部锚杆眼

3)工艺流程:

炮掘时:交接班→安全质量检查→看中线、探底煤→画巷道轮廓线→打眼→装药→放炮→排炮烟→敲帮问顶→临时支护→装运煤(岩)→延溜皮→永久支护→文明生产。

机掘时:交接班→安全质量检查→看中线、探底煤→画巷道轮廓线→敲帮问顶→临时支护→装运煤(岩)→延溜皮→永久支护→文明生产。

④掘进工作面注水施工过程

1102工作面机巷和切眼煤层松软破碎,煤层的粘结性较差,为了提高煤层的粘质性和煤体内摩擦阻力,在施工的超前释放孔中进行静压注水。注水增阻钻孔直径为45㎜、深度8.0m、沿巷道走向以孔口3.0m外到达巷道顶部为基准,在断面内左、中、右交替按上下两排布置,两排钻孔距顶板以下分别为1.0m和1.5m、倾角为15°和19°.注水封孔器深入孔口1.0m~1.5m,以满足有效封孔和循环进度后可拆下复用的要求。采用fkq-2×0.5专用注水封孔器,静水压>2mpa,封孔器长度0.5m,并安装专用高压水表对注水压力及流量进行统计观测,及时调整注水参数。

⑤掘进工作面大倾角煤层防超前垮帮的措施

若遇到掘进工作面倾角大,煤层松软破碎,难以控制煤帮垮帮时,采用在工作面端面巷道顶部以下0.5m和腰线范围内,沿走向打一排孔口间距1.0~1.5m、孔深9m左右的注锚索孔,打注?17.8*9000mm的锚索,控制煤帮片帮冒顶。随着掘进的推进逐段推移张拉锚索,达到托板始终紧贴煤壁,控制煤帮。循环交替施工锚索,防止煤壁超前垮帮。4技术经济效果分析1114工作面于2009年8月底施工完,2010年4月初开始回采,现已回采360m左右,通过现场观察、观测,两道在未采动的范围内,没有发生明显的变化,基本保持回采前的状况,而受采动影响的100-150m范围内,架设了抬棚支护后,巷道的收敛量在设计允许的范围内,保持了正常的通风、行人、设备拉运。充分证明了卸压曾阻弱结构补强双支护技术的效果。

图1为1114机道掘进期间顶底板移近量与掘进时间关系曲线图。从图中可以看出,在掘进初期两帮收敛量较大,在14天左右达到最大值365mm,其后趋于稳定,顶底板移近量相对两帮较小。

图1?掘进期间机道顶底板移近量与距工作面距离关系曲线图图2为1114回风掘进期间顶底板移近量与掘进时间关系曲线图。从图中可以看出,在巷道掘进初期两帮收敛量较大,在10天左右达到最大值385mm,其后趋于稳定,顶底板移近量相对两帮较小。回风巷相对机道在两帮收敛量及时间上略大。

图2?掘进期间回风巷两帮、顶底板移近量与掘进时间关系曲线图

通过该支护技术在1114工作面切眼矩形大断面和1114工作面两巷圆弧拱形断面的支护实践证明,巷道围岩的位移量和表面收敛量都得到了有效控制,巷道的使用效果和后期维护量明显减小,实现魏家地煤矿构造影响带内原始突出煤层巷道锚杆支护的安全、经济、快速掘进,掘进速度不低于180m/月;巷道顶底板移近量和两帮移近量在巷道服务期间内比原支护巷道降低20%,巷道断面收缩率小于20%,断面能够满足安全生产的要求,保证正常使用;试验巷道长度1100m,应用推广巷道长度3000m以上;采出表外煤储量煤量在163.4万吨以上,现已回采出88万吨。创经济效益2600万元以上,远景产生社会效益4.9亿元以上。5结语卸压增阻弱结构补强双支护技术在魏家地煤矿受构造影响带影响的1114工作面三条巷道、1115工作面两条巷道和1190解突巷三条巷道掘进中进行了支护改革实践。针对构造影响带内原始突出煤层巷道具体的工程地质条件,分析围岩变形破坏机理以及围岩与支护相互作用机理,提出与之相适应的巷道支护设计理论,并制定相应的巷道支护与施工技术措施,为巷道支护设计与施工科学化、合理化、规范化和文明化提供理论依据和可靠保障。

(1)卸压增阻技术是针对煤层ch4赋存不稳定、ch4含量高、煤层透气性差和煤层构造应力分布复杂的困难巷道提出的。通过密集多循环的释放钻孔和连续注水措施,以达到释放煤体ch4和降低构造应力之目的,提高煤体自身粘结力和煤体内摩擦阻力,改善施工条件,为支护提供可靠地质保障。

(2)弱结构补强双支护技术是针对煤体松散,层理、节理、裂隙较为发育,巷道表面支护体容易受到破坏的特点,在短锚索支顶、高强锚杆支帮形成相对较深的组合梁加固层,以支护好“四面九点”为目标,实现预期支护效果。顶部基本支护采用短锚索较锚杆增加了组合梁加固层的厚度在1.5m以上,且增加了强度,长锚索在稳定围岩锚固点的均匀分布,使巷道整体在深度起到悬吊支护效果,桁架锚索的应用提高了加固层表面弱结构的强度,使支护实现体系化。

(3)在现场施工中应重视施工质量,在巷道暴露的最短时间内使煤体得到及时加固支护,支护的滞后会导致松动层的加深和扩大,故而造成支护系统的不稳定。

篇2:矿井防尘工作防治煤尘爆炸安全措施

㈠切实做好防尘工作

1、必须建立完善的防尘洒水系统。充分利用平地水处理系统的净化水源进行静压供水。主要运输巷、胶带输送机斜井与平巷、上山与下山、采区运输巷和回风巷、采煤工作面运输巷与回风巷、掘进巷道、煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、转载点等地点都必须敷设防尘供水管路、降尘水幕或喷头,采取综合防尘措施。掘进巷道内每100m设一个三通阀门,采面下机巷内每50m设一个三通阀门,经常冲刷巷道,消灭煤尘沉积(通风队负责)。井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤,不得放空(采掘队负责)。(本条由安监科负责监督。)

2、坚持工作面无防尘设施不施工制度,工作面施工前必须把防尘设备安装好。井下巷道要根据其用途,合理分配风量,控制风速,防止煤尘飞扬。掘进巷道和硐室,必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装煤(岩)洒水和净化风流等综合防尘措施(通风队负责)。(本条由安监科负责监督)

3、按照《煤矿安全规程》规定,设置隔棚水棚,煤巷掘进工作面和采煤工作面坚持使用煤层注水。

①水棚应设置在巷道的直线段内,其用水量按巷道断面计算,主要隔爆棚组的水量不小于400l/m2,长度不小于30m。

②隔爆棚距工作面的距离必须保持在60m~200m范围。

③水袋距顶板、两帮距离不小于0.1m,其底部距轨面不小于1.8m。

④水内如混入煤尘超过5%时,应立即换水。

(本条由通风队负责。)

4、炮掘工作面要逐步安装爆破自动喷雾装置(通风队负责),坚持使用湿式凿岩,水炮泥放炮,严禁干打眼。工作面在装药起爆前对工作面30m范围内的巷道用水冲刷,以免放炮时将已沉积的粉尘扬起;放炮后必须在矸石堆或煤堆上洒水和冲洗巷道顶帮,清除散落沉积在巷道壁上的粉尘,并对爆破后的岩块进行洒水灭尘,然后才能装煤(岩)(掘进队负责)。

5、采煤工作面的刮板运输机、机巷胶带输送机各转载点,必须安装喷头进行喷雾降尘(通风队负责),并能正常使用,防止煤尘飞扬。并要经常清扫和洒水清除积尘(采煤队负责)。(本条由安监科负责监督。)

6、井下煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、输送机转载点和卸载点,都必须安设喷雾装置,作业时进行喷雾降尘。净化水幕应安设在支护完好、无断裂破碎的巷道段内。一般安设位置为:

①矿井总进风净化水幕,安设在距井口20m~100m巷道内。

②采区进风流净化水幕,安设在风流分叉口支流内侧20m~50m巷道内。

③采煤工作面回风流净化水幕,安设在距工作面回风口不大于30m的回风巷内。

④掘进工作面回风流净化水幕,安设在距工作面不大于50m巷道内。

⑤巷道中的净化水幕,安设在尘源下风流侧5m~10m巷道内。(本条由通风队负责,安监科负责监督。)

7、修护队、通风队巷道卫生工每旬对自己负责的巷道进行一次冲刷,对煤尘聚积的地方要及时清理按时进行粉尘浓度测定。运输队要经常对主井口和下把钩、车场等工作地点的煤尘进行清理和洒水,防止煤尘沉积和飞扬。

8、所有下井人员一律佩戴口罩和自救器,做好个体防尘及矿工的自救工作。(本条由井下职工负责,安监科负责监督。)

9、矿井总回风、一翼回风、采面进、回风巷,每一个掘进巷道按《煤矿安全规程》规定设置隔爆水棚。(本条由通风队负责,安监科负责监督。)

10、井下采掘工作面,采区进回风巷、机电硐室等处必须使用防爆电器设备,严禁使用非防爆型设备和失爆设备。对井下电器设备坚持巡回检查制度,发现问题,及时处理,严禁设备带病运行。机电硐室要备齐灭火砂、灭火器等器材。(本条由机电车间负责,机电科负责监督。)

㈡防治煤尘爆炸安全措施

1、煤尘爆炸的条件

⑴煤尘本身具有爆炸性。煤尘的爆炸性与挥发分含量有关,同样情况下,挥发分含量高的煤,爆炸性强。

⑵煤尘必须悬浮于空气中并达到一定浓度。煤尘的爆炸下限浓度:褐煤为45~55克/立方米;烟煤为110~335克/立方米;上限浓度一般为1500~2000克/立方米。

⑶有一个能点燃煤尘爆炸的高温热源。其引燃温度变化范围较大,一般为700~800℃,有时达1100℃。

2、煤尘爆炸的危害

⑴产生高温。煤尘爆炸要释放大量的热能,其瞬时温度可达2300~2500℃,可引起矿井火灾、烧毁设备、烧伤人员,也是引发连续爆炸的主要热源。

⑵产生高压。煤尘爆炸的理论压力可达735kpa,但实际发生爆炸时往往超过此值,而且爆炸压力会随着离开爆源距离一定范围内呈跳跃式增大。可损坏设备,推倒机架,造成冒顶,人员伤亡。

⑶产生冲击波。冲击波的传播速度可达2340m/s,使设备、支架、人员遭受损害,扬起落尘,被随之而来的火焰点燃,造成煤尘的连续爆炸。

⑷气体成分发生变化。煤尘爆炸后要产生大量有害气体,尤其co浓度一般为2%~3%,最高可达8%~10%,造成人员中毒。同时爆炸时大量耗氧,痒浓度迅速降低。

3、防治煤尘爆炸的措施包括:防尘措施、防爆措施和隔爆措施

㈠防尘措施

防尘措施的作用是减少井下煤尘的产生和飞扬。

⑴打钻时的防尘

①湿式凿岩。湿式凿岩的实质,是随着凿岩过程的进行,连续地将水送至钻眼底部,以冲洗岩屑和湿润岩粉,达到减少岩尘的产生和飞扬的目的。

②水电钻打眼。水电钻主要用在回采和煤巷掘进工作面,亦可以用于软岩和半煤岩掘进工作面。

③干式捕尘。干式捕尘主要用于缺水、高寒地区和某些特殊条件下的岩石巷道掘进工作面。

⑵放炮时的防尘

①水袋填塞炮眼。俗称“水炮泥”。其实质是将装满水的塑料袋装填在炮眼内,爆破时水袋被爆碎,并将水压入煤的裂隙和雾化,以达到防尘的目的。

②水封爆破。水封爆破不仅能降低煤尘的产生量,而且还能减少瓦斯涌出,增加爆破的安全性和提高爆破效果。

水封爆破的做法是:将炸药装炮眼内后,孔口密封好,然后向炮眼内注水,再进行爆破。该爆破法可用于煤巷掘进,也可用于回采。

③喷雾。喷雾是爆破时一种简单易行的降尘措施。喷雾器多为风水联合作用,以压风为主要动力,将低于风压98kpa~196kpa的水喷射出去,使之雾化。它的射程大、雾粒细、喷射面宽、降尘效果好。

④水幕。掘进工作面放炮时,水幕也是一种降尘与消烟的有效措施。同时,水幕也设在采煤工作面的回风巷或尘源丰富的巷道中,用以降尘和净化风流。

⑶装岩(煤)时的防尘

掘进或采煤工作面爆破之后,一般是先用水冲洗煤帮、岩帮,以清除沉积粉尘,然后对煤堆或岩堆进行洒水,最后再装运。

①人工洒水。总的要求是让爆破下来的煤或岩石充分湿润,不仅要在装运前洒水,随着装运的进行还要经常地洒水,这样可使粉尘浓度降到2mg/m3左右。

②喷雾器洒水。

⑷运输时的防尘

主要措施是喷雾洒水。

⑸采掘机械割煤时的防尘

①选择最佳切割速度。采掘机械的切割参数对产尘量影响甚大。一般采取减少齿数、增大齿距、加大截深和降低切割速度等措施。

②喷雾洒水。喷雾洒水是采掘机械切割煤体时普遍应用的一种降尘措施。有外喷雾洒水和内喷雾洒水,也可同时并用。

⑹除尘措施:

①除尘器除尘。

②炮沫除尘。泡沫除尘是利用表面活性发泡剂与水混合,通过发泡装置和导管喷射至采掘机械割煤区,以捕捉煤尘。由于生成的泡沫体积很大,罩住了尘源,达到防止粉尘飞扬的目的。

③通风除尘。合理的通风措施能够有效地排除粉尘,它是机械化工作面的防尘手段之一。掘进通风的排尘效果与通风方式密切相关。压入式通风能够较快地清洗工作面空间,但含尘空气要经过整个巷道。抽出式通风,只有当风筒入风口距工作面不超过2m时,排尘效果才显著。所以说,混合式通风除尘效果最好。

⑺预先湿润煤体防尘

预先湿润煤体是在煤体尚未开采之前用水加以湿润,增加煤体水分,以减少开采时的煤尘产生量。其方法有煤层注水和采空区灌水等。

⑻个体防护措施

由于煤矿中的吸呼性粉尘对矿工的身体危害很大。因此,个体防护应当引起高度重视。常用的个体防护器具有:

①自吸式防尘口罩。自吸式防尘口罩是靠人体肺部吸气使含尘空气通过口罩的滤料而净化的。它分无换气阀和有换气阀两种。

②送风式防尘口罩。送风式防尘口罩是用微型通风机将含尘空气送至滤料净化,净化后的空气再通过蛇形管送至口罩内供呼吸之用。

③压气呼吸器。压气呼吸器为一种隔绝式个体防护用具。它是井下压风管道中的压缩空气经过过滤、消毒和减压后,再经过导管进人口罩内供呼吸用的。其优点是,免除了粉尘的危害,而且呼吸舒畅。缺点是,工作地点需有压风管道,并且每人拖着一根长管子,行动不便。

㈡防爆措施

防止煤尘生成和防止煤尘引燃的措施称为防爆措施。

⑴清扫沉积煤尘

积聚在巷道周边、支架及设备上的沉积煤尘要定期清扫。我国煤矿多为人工清扫,洒水后清扫,以防煤尘飞扬,清扫的煤尘要运走。

⑵冲洗沉积煤尘

定期用水冲洗巷道顶、帮和支架上的沉积煤尘,冲洗下来的煤尘要清理运出。

⑶刷浆

对主要巷道和硐室要进行刷浆。刷浆材料是生石灰和水,其体积比为1:1.4,用人工或机械喷洒在巷道帮、顶上。其作用是易观察巷道中煤尘沉积情况,同时,还可覆盖和固结已沉积的煤尘,使之不再飞扬。

⑷撒布岩粉

岩粉是惰性粉尘,在巷道周边撒布岩粉,能增加沉积煤尘中的不燃物质,可以防止和控制煤尘爆炸。但是,岩粉的防爆作用只有在煤尘中达到一定比例时,才能有效地发挥。随着煤尘产生量和煤尘沉积强度的增大,需频繁重复洒布。

⑸粘结沉积煤尘

粘结沉积煤尘就是向巷道周边喷洒粘结液。粘结液主要由湿润剂和吸人盐类组成,它能把已沉积的和陆续沉积的煤尘粘结起来,使其丧失飞扬能力,防止其参与爆炸。

㈢隔爆措施

限制煤尘爆炸事故的波及范围,不使其扩大蔓延的措施,称为隔爆措施。隔爆措施有以下两种:

⑴岩粉棚

将岩粉装在岩粉棚上,设置于巷道之中。煤尘爆炸时,冲击波吹翻岩粉棚,造成岩粉飞扬,形成一段浓厚的岩粉云,截住爆炸火焰,以达防止爆炸蔓延扩大的目的。

在矿井的两翼,相邻采区和相邻的煤层都必须用岩粉棚隔开。岩粉受潮不易飞扬时需更换,落入的煤尘要经常检查和清除。

⑵水棚

近年来利用水棚代替岩粉棚来隔绝煤尘爆炸。水棚是由水槽组成,与岩粉棚相似,爆炸冲击波使水棚翻转或破碎,将水于瞬间洒布在巷道空间,形成一段水雾,阻止爆炸火焰的传播。

篇3:矿井漏风危害整治措施

一、矿井漏风的定义

矿井通风系统中,风流沿某些细小的通道漏出和漏入的现象称为漏风,漏入和漏出的风量称为漏风量。

二、矿井漏风产生的原因

1.由于漏风区两端有压力差,井下控制风流的设施不严密(如设计、施工不良或长期失修等),采空区岩石冒落后未被压实,煤柱破坏或地面有裂缝,都会造成漏风。

2.因地表有裂缝或井口通风设施不严密,如风门、风硐闸门、反风装置、井口密闭、井口密闭房等,

3.因为矿井风流短路造成漏风,空气大部分或全部沿近路流动的现象就叫短路,当通风设施管理不当或被破坏时(如风门不关或关不严),就会产生风流短路,造成大量漏风。

三、矿井漏风的危害

1.漏风会造成工作面的有效风量减小,导致瓦斯积聚,煤尘不能被带走,气温升高,造成不良条件,不仅使生产效率降低而且影响井下工作人员的身体健康。

2.漏风量大的漏风风路构成了矿井通风网路的组成部分,必然会使通风系统复杂化,因而会使通风系统的稳定性,可靠性受到一定程度的影响,并增加风量调节的困难。

3.采空区、留有浮煤的封闭巷道以及被压碎的煤柱等漏风,可能促使煤炭自燃发火。

4.地表塌陷区的漏风,会将采空区的有毒有害气体带入井下,威胁安全生产。

5.大量漏风会引起电能的无畏消耗,增大主扇风机设备,如果短路漏风严重时,会引起主扇风机工作风量剧增,当使用离心式风机通风时,会使电机产生过负荷现象。

漏风的危害是严重的,必须予以足够重视,但也应指出,如瓦斯大的矿井,采空区和其他主要通风设施的漏风以及掘进通风中风筒的适量漏风,有一部分不但不是浪费,而且起到稀释瓦斯的作用,这部分漏风应该认为是有益的。

四、矿井漏风的表示法

矿井漏风常用漏风率及有效风量率来表示。漏风率和有效风量率是表明矿井通风情况的重要指标,用此指标表示矿井漏风程度,有利于衡量通风管理工作的质量,其表示方法有以下几种:

1.矿井漏风率(p矿):矿井漏风率就是全矿漏风量(q漏)与主扇风机工作风量(q主)的百分比。即:p矿=q漏/q主×100%

2.内部漏风率(p内)是指井下漏风量与矿井总风量的百分比。即:p内=(q进-q有效)/q进×100%

式中:q进—矿井总进风量m3/min。

q有效—各工作面和各硐室的有效风量的总和(m3/min)

3.外部漏风率(p外)是指外部漏风量与主扇风机工作风量的百分比。即:

p外=(q主-q进)/q主×100%

4.有效风量率(m)是指实际达到用风地点的有效风量与矿井总进风量的百分比。即:

m=q有/q进×100%

五、减小矿井漏风量的措施

为了减小矿井漏风量,应根据实际情况采取以下措施:

1.合理选择通风系统:因为通风系统的进、回风巷位置和网络结构决定了通风构筑物的位置、数量及其所受的压力差和漏风条件。

2.因为矿井开拓系统、开采顺序和开采方法对漏风有很大影响,故应合理考虑。服务年限长的主要风巷应开拓在岩石内,应尽量采用后退式及下行开采顺序,用垮落法管理顶板的采煤方法,适当增加煤柱尺寸或用石垛等方法隔绝采空区。

3.应及时填补地面塌陷坑及裂隙,并封闭地面的小窑,减少通过塌陷区和地表之间的漏风。

4.对于立井可多设几道风门并加强其工程质量,应加强立井井盖的密闭性。减少井口漏风,其次,也应该防止反风门装置和闸门的漏风。

5.应使煤仓中的存煤保持一定厚度。减少煤仓漏风。

为减少井下通风设施的漏风,通风设施的安设位置、类型及质量应慎重考虑。通风设施不应该设在有裂隙的地点,在风压的巷道应采用质量高的设施。

1.减小风门漏风:风门是矿井内数量较多的通风设施,在井下漏风中,风门漏风所占的比重最大,故应加强对风门的管理,对于主要巷道中的风门,如采用斜井中央并列式通风的矿井,井筒间联络中的风门以及井底车场两井底间的风门,更须加强工程质量,经常检查与维修,以免造成风流短路,风门面积尽可能小,风门板缝结合应严密,风门打开应能自动关闭,压差大处应设置正反两道风门。

2.减小风桥漏风:风桥漏风往往很严重,一般用石块砌筑的风桥漏风量可达60-100m3∕min,风桥不严就会破坏矿井正常通风,因此在设计通风系统时,应尽量少用风桥,必要的风桥要修筑严密,断面尽量大些,并加强检查和维修。有条件最好采用绕道式风桥。

3.减小挡风墙漏风:挡风墙在正常情况下一般漏风不大,因此往往使人麻痹大意,对它忽视检查,造成不应该有的损失,如空气流入封闭的采空区,且有自燃发火危险性质的煤层,将可能引起煤的自燃,如空气流入封闭的火区,则会使火势发展越大或火源“死灰”复燃,所以,挡风墙应尽量安设在顶板压力小且较稳定的地点,且必须要保证施工质量,随时检查和维修。

结束语:矿井漏风可使井下工作地点的有效风量减少,使矿井主要通风机增加无用的电能消耗,同时还可能引起井下煤尘自燃发火,对安全生产有着巨大威胁,所以,减小井下漏风量,提高矿井有效风量,是搞好通风安全工作的基础,更是保证矿井安全生产的关键。

篇4:X庄煤业回风立井瓦斯抽放管路安装期间矿井通风安全管理技术措施

邓家庄煤业有限公司矿井通风方式为中央并列式,主扇工作方式为抽出式,矿井总回风量为6520m3∕min,回风井安装两台同等能力的fbcdz-no26防爆对旋轴流式通风机功率2×185kw,2011年矿井瓦斯等级鉴定确定为高瓦斯矿井,需安装瓦斯抽采系统。现井下瓦斯抽采管路已安装完毕,需从风井延接抽采管路至抽放泵站,施工期间需将主扇调整为ⅰ级电机运行状态。为了保证施工期间通风安全管理,制定本措施:

一、成立临时指挥小组

组?长:

副组长:

部门负责人:

指挥小组下设办公室,办公室设在矿调度室,由***兼办公室主任。

二、主扇风机调整ⅰ级电机运行状态

矿井目前回风立井风速为8.6m/s,为确保瓦斯抽采管路施工安全,需降低回风立井风速,经矿研究决定将主扇定为ⅰ级电机运行。

三、主扇风机ⅰ级电机运行状态时间

施工日期,从施工之日起延续6天。

四、更换防爆盖需停主扇风机程序如下

(一)、更换前准备工作

1、用厚度2.5mm的刚板、型号为h-200长度4.5米的工字钢及10号槽钢,焊接成两个半圆形临时防爆盖,封闭回风井上口。

2、停风时间按照调度室通知执行。

3、主扇停止前1小时瓦检人员、通风员检查井下有害气体情况及通风设施完好情况发现问题及时维护好各处设施减少漏风,并汇报调度值班人员及通风值班调度。

4、瓦检员从掘进工作面撤离前必须将掘进工作面迎头终端压风管路阀门打开。

5、主扇停止前1小时,调度室通知井下各作业场所由各单位跟班干部带领班组人员统一上井,上井后并汇报调度室,由安监部在井上口清点人数。

6、在主扇停止前机运队检查井下供电系统,检查完毕汇报调度室后确定除停送电人员在现场其它人员全部上井后由机电矿长下达命令逐级开始停电,停电先后顺序为:采掘工作面→采区变电所→中央变电所。停电完成后机运队人员必须全部上井并汇报矿调度室。

7、调度室核查井下人员全部撤离后汇报临时小组组长,由组长下达停止风机运转指令。

(二)更换期间

1、风机停止运转后,主扇司机必须及时向调度室汇报并作好停风记录,同时要求机运队与通风队立即把风硐风门打开,确保矿井有自然风。停机后必须将主风机开关打停止位置。具体由机运部和通风部分管负责人现场监管,严禁任何人员进入。

2、机运队及通风队协助施工队迅速更换防爆盖,新的临时防爆盖四周要盖严密,更换后立即汇报调度室。

3、由安监部指派安全管理人员在副立井及主斜井上口把关,防止人员误入。

4、瓦检员必须对主井、副井风流中气体连续监测,如发现有害气体浓度有升高趋势,必须立即向调度室汇报,如果瓦斯浓度接近0.8%时立即停止回风井上口作业,恢复负压通风。

5、必须加强副立井、主斜井区域内巡逻工作,严禁一切烟火及火源进入副立井、主斜井口20米范围内。

6、安全监控系统设备蓄电池必须保证正常工作时间不小于2小时供电。

五、主扇调整ⅰ级电机运行

(一)调整前

1、主扇调整ⅰ级电机运行之前,必须做好准备工作,对主扇及其配套设备详细检查,确认无异常情况后,主扇方可进行启动。

2、机运工区要在调整前详细检查主扇供电系统,确保主扇供电安全、可靠;并保证通讯线路完好、电话畅通。

(二)调整期间

1、调整期间,值班矿领导、机电部、通风部、安监部负责人必须在现场监督指导,确保安全施工。

2、调整期间调度室值班人员要加强调度确保工作安全进行。

3、调度室负责通知机运部、通风部安排人员检查风井口临时封闭、风硐风门关闭,关闭后立即汇报调度室。由机电矿长通知主扇司机进行启动主扇ⅰ级电机恢复井下通风,主扇正常运转30分钟后,由调度室通知矿救护队及瓦检员下井检查巷道内的瓦斯、二氧化碳等有害气体情况和通风设施情况,并将检查结果及时汇报调度室。

4、恢复井下供电前,必须检查机电峒室及工作地点的瓦斯、二氧化碳浓度。只有当工作面、各机电峒室、电动机及其开关附近20米范围内的瓦斯、二氧化碳浓度均小于0.5%,方可恢复送电,送电命令由机电矿长下达,并严格按送电程序送电。各送电地点在恢复送电后必须立即汇报调度室。

5、局部通风的工作地点,必须由瓦检员检查确认局扇开关附近20米范围内瓦斯浓度均不超过0.5%时且巷口6米内瓦斯浓度小于1%、二氧化碳浓度小于1.5%时方可局扇运行送风,未经瓦斯员同意不得送电。

6、在瓦斯超过3%时按照3级瓦斯排放管理规定进行处理。

7、调整为ⅰ级电机运行后,测风人员要全程对矿井各用风地点风量进行测定,如发现出现微风区要及时汇报并采取措施进行处理,尤其保证综采面用风量不小于900m3/min。

8、井下所有用风地点保证通风安全的情况下,方可进行风井安装工程。

9、回风井管路安装期间,保持风机ⅰ级电机运行。

六、抽放管路安装完毕后恢复原有的防爆盖

1、回风立井内抽放管路安装完成后,防爆盖恢复原来工作状态时,具体操作程序如下:井下撤人→全井下停止供电→停主扇风机→更换防爆盖→恢复通风→检查矿井巷道内的瓦斯情况→恢复井下供电→开启局部通风机→井下用风地点全面测风。

七、保障措施

1、主扇调整ⅰ级电机运行前主扇风机机房附近20米范围内,禁止一切烟火及火源的存在。

2、调整ⅰ级电机期间,瓦检员要负责好各自管辖范围内的瓦斯检查工作,必须认真执行瓦斯检查和管理制度,要详细汇报沿途通风设施状况,局扇运行状况,并随时向通风调度室值班人员汇报气体、风流等情况。

3、调整ⅰ级电机期间瓦检员在井下巡检时,随时关注巷道内风量变化,一旦出现无风或风速明显减少时,立即向调度室值班人员和通风值班室汇报,由调度室值班人员通知各单位将井下留守人员撤至主要进风大巷。

4、通风队在主扇风机调为ⅰ级电机启动状态期间要确保监控系统灵敏、可靠,数据准确传输。

5、监测监控巡检人员,对监控系统进行巡回检查,保证监控系统运行正常。

6、调度监控值班人员,时刻观察井下各个地点瓦斯监测情况,发现有异常时,立即汇报调度室值班人员及通风值班室,调度室值班人员安排相关人员及时处理,确保瓦斯不超限。

7、瓦斯抽放管路安装人员,在施工时要保持风道口干净不得留有任何杂物,以免影响主扇运转。

8、在施工期间,瓦斯抽放管路安装人员要盖好临时防爆盖。

9、在施工期间,通风队每班安排一名瓦检员,在回风立井下口要用便携仪连续的检测瓦斯,用光学仪器半小时检查一次瓦斯,发现瓦斯有异常情况,及时汇报调度室停止回风立井内一切工作,待查明原因及时处理。

10、施工完成后,瓦斯管路安装人员清理现场恢复好设施安全撤离后,通知调度室及通风工区值班室。

11、恢复正常后,测风员对矿井进行全面测风,并将测风数据报指挥组,如各测点风量均符合规定,则由指挥组、调度室组织恢复正常生产,否则采取措施进行处理。

12、如主扇ⅰ级电机启动期间出现意外情况,则立即启动应急预案,按照《2012年邓家庄煤业应急救援预案》各项要求执行落实。

13、本措施未尽事宜均严格按照《煤矿安全规程》及相关规定执行。

篇5:X高瓦斯矿井作业安全管理措施

高瓦斯矿井作业安全管理措施

我矿已经属于高瓦斯矿井,结合矿高瓦斯矿井管理特别规定,对我队作业过程中需要注意的安全技术措施规定如下:

一、煤矿机械安装工

1、回撤工作面距掘进头50m内悬挂四台干粉灭火器(灭火器重量不小于8kg)用于工作面发生燃烧时能及时扑救。

2、工作面风筒必须使用抗静电、抗撞击、不燃性硬质风筒。

3、作业过程中起吊拖拉设备时,严禁铁对铁作业,作业要用铜锤,严禁使用铁锤。

4、拖拉支架等大型设备时,必须采取措施,严禁发生碰撞或摩擦产生火花。

5、切眼留有顶煤时,在支架安装前必须施工间距不大于2米的顶煤瓦斯释放钻孔,钻孔深度不小于顶煤厚度,瓦斯释放时间不小于3个月。

6、工作面切眼用锚网支护的,安装时必须进行退锚处理。

7、工作面内及与工作面相连的采空区空顶超过0.5m?、瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止作业,采取措施处理。

二、煤矿电气安装工

1、严格按照机电设备防爆50条进行作业,杜绝出现失爆。

2、局扇必须实现“六专两闭锁”,专用变压器、专用开关、专用线路、专人看护、专用电话、专用维修。瓦斯电闭锁、风电闭锁。并使用双风机双电源自动切换装置。

3、电工进行开盖作业时,必须按要求测量附近10米内的瓦斯,瓦斯浓度不超过0.5%方可进行作业。

4、对工作面瓦斯传感器的监控数据实时观察,当瓦斯浓度大于0.8%时,必须停止作业。。

5、严禁在专用回风巷内设置电气设备、敷设电缆等。

6、车的电源,停止猴车运行。

7、井下所有电气设备包括照明灯具必须使用矿用防爆型,入井前必须进行防爆检查。

8、工作面安装时,通信、自动化装置和仪器、仪表必须使用矿用防爆型。

9、井下使用的编织袋、尼龙网等非金属制品必须使用阻燃、抗静电材料,必须严格验收材料质量。

安装队

2013年5月

制度专栏

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