倒换主通风机安全技术措施

篇2：井筒岩巷段揭煤安全技术措施

一、工程概况1、井筒布置新田矿主斜井井筒总长1448.536m,井口坐标为*=3000128.500;Y=.300;标高H=1234.000(轨面);巷道方位角为340°,巷道坡度为-14°45′,设计断面为直墙半圆拱形,净宽4.4m,净高3.8m,净断面积为14.6m2。2、煤层及煤层顶底板4#煤层为全区可采煤层,煤层厚1.24~5.83m,平均2.79m,全部可采,属较稳定偏稳定型煤层,是本区的主采煤层。煤层结构较简单,含夹矸0~3层,多为0~1层,东、西两端夹矸层数增多(2层)夹矸为泥岩、炭质泥岩,厚度0.08~0.68m。煤层顶板一般为泥质粉砂岩,局部为泥岩或粉砂岩,底板为泥岩,富含植物根部化石。、构造说明10-21o。井田内,次一级褶曲和断层均有发育,构造复杂类型为中等。4#煤层的富煤带在201-302-B405-J402-502孔一线,呈NE向条带状,煤厚一般3~4m。由该带向NW和SE,煤层均逐渐变薄。煤层总体呈单斜构造赋存,煤层走向60o~80o,倾角8o~10o,平均8o左右。无大的断裂构造,构造条件较简单。4、瓦斯及煤尘根据《贵州省黔西县新田井田煤炭勘探地质报告》,本矿井瓦斯采样钻孔共19个,经测定4#煤层原煤瓦斯含量为8.82~23.99m3/t,平均为14.55m3/t。4号煤层常夹软煤分层(呈粉未状),在勘探过程中,部分钻孔(如308、J301、J302、B406等)钻进至4号煤层时,发生过瓦斯涌出、软煤分层(粉煤)“喷泻”、垮塌及顶钻具现象,井下瓦斯压力较大,因此按煤与瓦斯突出设计。根据《贵州省黔西县新田井田煤炭勘探地质报告》,井田内共采煤尘爆炸样41件。试验结果,其火焰长度及岩粉均为“0”,全区均属无爆炸性煤层。、巷道支护形式根据地质资料,巷道顶板岩层基本稳定,压力不大,巷道设计直墙半圆拱形,锚网喷支护,喷厚度120mm。若遇到破碎带,采用锚网+架棚喷射混凝土支护。二、新田煤矿井筒揭煤总体技术方案按照新田煤矿三条井筒掘进进度及地层编录和地质预测,主斜井将比其它两个井筒提前揭煤,先对主斜井进行揭煤施工,采用穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施,顺利揭煤进入煤层,完成主井揭煤工作,副、风井施工到位后,以主斜井揭煤探明的地质资料、瓦斯和煤尘情况以及揭煤经验为依据,进行下一步副、风井的揭煤工作。本方案优点:由于采取从主斜井先进行揭煤工作,提前探明地质、水文地质、构造地质状况及4#煤层产状、瓦斯含量、瓦斯压力大小、突出危险性大小等,为下一步副、风井的揭煤工作提供了切实可靠的资料,提高了下一步揭煤工作的安全性和揭煤施工速度。三、矿井揭煤工作面和煤层相对位置及煤层突出危险性预测主斜井在施工过程中严格按照“逢掘必探,先探后掘”的原则进行超前探测,在条件允许的情况下还可采取物探进行探测,在超前探测后,视揭煤点附近20m范围的地质构造复杂程度确定煤层层位控制方案,如岩石条件破碎、地质构造复杂时,在工作面掘进至距煤层法距20m时布置5个层位控制取芯钻孔,准确掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况;如岩石条件简单、构造单一,工作面掘至煤层顶板法线距离10m时,布置3个(1#、3#、5#孔)煤岩层层位控制取芯钻孔和2个(2#、4#孔)煤岩层层位控制不取芯钻孔,并穿透煤层底板0.5m,准确掌握井筒工作面与煤层之间的空间关系及瓦斯含量和检验煤层突出的系数(5个探孔即作为探煤钻孔又作为测压钻孔)。1、主斜井掘进施工距4#煤层顶板10m时,停止掘进,施工5个前探孔确定4#煤层的相对位置,每个钻孔孔口管上安装高压阀门联通压力表兼做测压钻孔对4#煤层瓦斯压力进行测定,详细记录测压数据。打钻过程中观察是否出现突出预兆现象,记录台帐要详细并上报通防部和有关部门,同时开展新田煤矿煤层突出危险性鉴定工作。只有当瓦斯压力<0.74Mp、瓦斯含量<8m3/t、煤层坚固性系数f>0.5、以及打钻过程中均无明显突出预兆现象发生时为无突出危险性煤层,反之则为突出危险性煤层。2、若预测煤层有突出危险性,在工作面距煤层顶板法线距离10~7m过程中,边掘边探,确保在工作面掘进至煤层顶板法线距离为7m时,停止施工作业,采取区域防突措施(穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯),经效果检验区域防突措施有效,井筒可以进行掘进施工,当井筒距离煤层法线距离为1.5m时,采取远距离放炮措施直接揭开煤层。3、若预测煤层无突出危险,边掘边探,施工掘进至距煤层顶板法线距离5m处时,进行工作面突出危险性验证,当验证为无突出危险区后,井筒可掘进至距离煤层法线距离为1.5m,采取远距离放炮措施揭开煤层。附图1:法距10m钻孔布置图四、矿井揭煤前准备及保障工作1、已与业主单位联合成立通防机构,目前通防管理人员4人、防突队员工7人,并对防突队员制定专门培训计划,完善通防管理机构及提高人员素质。2、新田煤矿已于2009年12月底安装好瓦斯自动监测监控系统,确保24h对工作面瓦斯情况的有效监测监控。3、矿井揭煤前,局部通风机风筒全部检修一遍,统一吊挂,统一采用直径800mm的风筒,揭煤工作面局部通风机功率为2×30Kw。同时完成主通风系统的安装,并能正常投入使用,形成全负压通风系统。4、2010年7月,矿井完成安装永久瓦斯抽放系统,在揭煤前利用永久瓦斯抽放系统(运行一台抽放泵),对揭煤点瓦斯进行抽放;或利用临时移动抽放泵(30~43m3/min),揭煤前在地面安装抽放泵和抽放管路,对揭煤点瓦斯进行抽放,并在抽放管路上安装瓦斯抽放参数计量装置(混合量、浓度、温度、负压),便于计算煤层瓦斯的抽出量。同时有专人在移动抽放泵旁24小时值班,确保移动瓦斯抽放泵正常运行。5、矿井2010年7月已安装好压风自救系统,在压风管上安装好压风自救系统(正常掘进时在停人车处安装一组,揭煤作业时距工作面20~40m安装一组,每组压风自救系统内由4分镀锌管及开关、压风自救袋组成,可供15人使用)、对压风管路系统进行一次全面检修,确保正常使用。6、揭煤时对井下及井口20m范围内的所有机电设备、设施进行防爆检查,凡不符合规定的全部撤换,整改到位。7、揭煤前检查完善通风、防尘、防火设施,确保正常使用。8、新田煤矿已购置各类型号防突钻机4台(另已计划再购置6台),揭煤前完成MD-2煤钻屑瓦斯解析仪、WTC防突仪、瓦检仪、放炮器的检测、调试工作,并由通防部专人负责。9、揭煤前准备好过煤地段所需的所有支护材料,揭煤所需的隔离式自救器等各类物资。10、揭煤前明确标示出避灾线路。11、揭煤前对参予揭煤工作的全体员工进行揭煤措施培训考试,为加强对揭煤工作的领导,做到责任到人、分工负责,事事有人管,确保揭煤工作安全顺利进行。五、主斜井揭煤预抽瓦斯措施主斜井井筒掘进至1315m处(掘进工作面距离煤层顶板法线距离7m处)停止施工,距离掘进工作面2m处施工右帮钻场、距离掘进工作面9m处施工左帮钻场,利用左、右钻场和工作面进行井筒揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施。瓦斯抽放钻孔技术参数的确定:①钻场规格:深×宽×高=4m×4.4m×3m,左帮钻场共布置抽放孔38个、工作面布置钻孔62个、右帮钻场布置钻孔38个,共施工138个抽放钻孔;提前预留5个钻孔位置,在抽放瓦斯后施工作为抽放效果检查孔,钻孔终孔位置以穿透煤层全厚并进入岩层0.5m以上为标准,孔径95mm,封孔压力为瓦斯压力的5倍。②终孔点控制范围:巷道轮廓线外12m、终孔位置在揭煤区域煤层内网状均匀布置(3m×3m)。借鉴周边矿井煤层参数,设计抽放半径为1.5m。各个钻孔参数详见附图2、附图3及表1、表2。附图2、附图3:预抽瓦斯排放孔布置图附表(1、2)钻场设计钻孔设计参数六、主斜井揭煤区域煤层区域防突措施检验对主斜井揭煤区域进行瓦斯预抽消突措施一定时间后,对防突措施进行效果检验,共施工5个效果检验孔,分别位于揭煤预抽区域内的上部、中部、两侧和下部。(1)检验方法:采用钻屑(瓦斯解析)指标法对井筒揭煤防突措施进行检验,检验指标有:K1、△h2和钻屑量S。(2)检验结果及采取措施:①当K1≥0.5、△h2≥200Pa、S≥6Kg和打钻过程中有明显突出预兆时,预抽揭煤区域防突效果无效,必须采取补打钻孔继续对揭煤区域进行抽放,直至检验指标低于参考临界值,方可进行揭煤施工,并采取“边探边掘”的掘进方式,可以掘进施工至距离煤层顶板法线距离5m处,停止施工并对揭煤区域进行防突效果验证。②当K1<0.5、△h2<200Pa、S<6Kg以及打钻过程无明显突出预兆时,开始进行掘进施工,并采取“边掘边探”的掘进方式,可以掘进施工至距离煤层顶板法线距离5m处,停止施工并对揭煤工作面进行防突效果预测。七、主斜井揭煤工作面突出危险性预测采取穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯防突措施,经区域防突措施检验有效后,施工至距离煤层顶板法距5m、3m、1.5m处时,每次由工作面向煤层施工4个钻孔,分别位于巷道轮廓线上部1个钻孔、中部2个钻孔和下部1个钻孔,测定工作面前方煤层的K1和钻屑量S两个突出危险性指标,当K1≥0.5、S≥6Kg时,为突出危险性工作面,必须采取局部综合防突措施(煤层瓦斯预抽/排放),直至局部防突措施检验有效,方可继续掘进施工;当K1<0.5、S<6Kg时为无突出危险性工作面,可以继续掘进施工。施工掘进直至距离煤层顶板法线距离1.5m处,并进行最后一次工作面突出危险性预测,经预测为无突出危险性后,进行远距离爆破揭开4#煤层。附图4:法距5m危险性预测孔布置图附图5:法距3m危险性预测孔布置图附图6:法距1.5m危险性预测孔布置图八、(1)实施抽放钻孔一定要在新田煤矿统一指导思想下组织施工,安检员、专职瓦检员及工程部人员现场监督验收。(2)钻孔施工时严格按设计要求开孔施工,钻孔方位、角度误差不超过±10,施工人员和现场跟班人员必须详细做好现场记录,下班后及时汇报相关人员,并及时到区队长办公室把当班的施工情况(包括孔号,方位,倾角,孔深,见煤,过煤情况,当班工程量等)填写记录清楚。(3)建议采用ZY-1250或西安ZDY1900S钻机施工。(4)打钻过程中,若遇喷孔、夹钻、顶钻等情况,不能硬打,应暂时停钻,待卸压一段时间后再打。当突出预兆明显时,立即停电撤人,并向通防部及矿调度室汇报。(5)打钻时应洒水降尘。(6)打钻点附近必须有水管和消防器材,一旦发生明火必须立即灭火。(7)在孔口附近确因卸钻杆困难必须敲打时,必须使用铜锤以免出现火花。(8)打钻顺序为从中间到两边或从一边到另一边,严禁先打两边孔再打中间孔,以防应力集中诱导突出。1、爆破方案主斜井掘进工作面施工至距煤层最小垂距1.5m时,经最后一次预测为无突出危险性后,布置岩层孔、煤层孔,采用远距离爆破揭开4#煤层,每次爆破进度为1.3m,若未能一次揭开煤层,则继续采取远距离爆破的措施执行,直至完成揭煤作业全过程。揭煤炮眼布置图(1)炮眼布置:①主斜井揭煤断面炮眼数为76个,炮眼参数如见表一所示。②在装炸药前必须用黄泥堵塞,堵塞长度以进入岩石段50cm为标准,其布置仍然按照井筒掘进爆破方式进行。(2)雷管消耗量:雷管消耗量为炮眼总数。(3)水炮泥及炮泥的填充:炮眼未装药部分必须用水炮泥和黄泥填满封实,每个炮眼使用水炮泥数量不少于2个。(4)爆破劳动组织安排爆破揭煤施工严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度,井口警戒点每次放炮必须有安检员一名、瓦检员一名、放炮员一名、跟班领导一名。安检员负责主、副、风井口半径50m内无人出入及火源出现,做好拉线警戒工作;跟班领导负责现场监督管理,有什么情况及时汇报矿调度;在爆破期间救护队现场待命,确保异常情况出现时能立即处理。附图7:主斜井揭煤掘进施工炮眼布置图2、安全防护措施三条井筒掘进工作面通风系统相对独立、稳定,通风线路为:主斜井:与回风斜井形成全负压通风,风流由风筒出口至工作面→主斜井回风流→主回联络巷→回风斜井→地面。副斜井:与回风斜井形成全负压通风,风流由风筒出口至工作面→副斜井回风流→副回联络巷→回风斜井→地面。回风斜井:风流由风筒出口至工作面→回风斜井回风流→地面。(2)放炮地点井筒放炮地点设在地面距井口50m外。(3)撤人、停电及安全措施撤人范围:主斜井、副斜井和回风斜井井筒内的所有人员。停电范围:主斜井、副斜井和回风斜井内所有电器设备的电源。警戒地点:距主、副、回风斜井井口前方50m处。详见新田煤矿通风系统及放炮警戒布置图附图8:新田煤矿通风系统及放炮警戒布置图(4)避火灾、瓦斯路线:主斜井:掘进工作面→主斜井→地面。附图9:主斜井避灾路线图其他安全技术要求①在实施远距离爆破时,井下人员必须全部撤出至地面,主、副、风井口50m半径内严禁有任何火源及电气焊作业,不得有人员出入。②工作面所有电器设备必须符合煤矿安全防爆标准的要求,局部通风机实现双风机双电源并能自动切换。③确保安全监测监控系统正常运转。④所有参加揭煤施工人员必须佩带合格的隔离式自救器并会使用,现场跟班队长、班组长、电钳工、其他管理人员必须佩带便携式瓦检仪。⑤雷管采用铜脚线的毫秒雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms,并不得跳段使用。同时,火工品管理部门应对电雷管进行导通试验,不合格电雷管严禁出库使用。⑥采用专用放炮母线进行爆破工作,揭煤放炮用不小于1.5mm2的信号电缆,中间接头必须使用接线盒,严禁使用旧的或有接头的放炮母线。⑦施工炮眼采用干式打眼方式时,在打钻地点应备有黄泥、水管、灭火器等,防止打钻发火。⑧远距离放炮揭煤施工由矿总工程师现场统一指挥,救护队在放炮地点待命,放炮工作结束至少30分钟后,由救护队主要负责人带领救护队员进入揭煤井筒岩巷段掘进工作面检查爆破质量情况。救护队人员检查工作面安全情况确认无安全隐患后揭煤工作面和其它地点的作业人员方可进入工作面作业。⑨远距离放炮若未一次全断面揭开煤层,在掘进剩余部分期间,严格按揭煤远距离爆破措施执行,并由专职瓦检员检查瓦斯和观察突出预兆,在施工期间如发现突出预兆,瓦检员立即将所有工作人员撤至安全地点,同时汇报通防部、矿调度室,采取切实可靠措施后,方可恢复正常掘进。⑩揭开煤层后,在煤巷掘进时,按揭煤期间的安全防护措施执行。揭煤及穿煤期间的巷道支护按照《煤矿安全规程》相关要求单独设计,严格按照业主单位、监理单位及施工单位联合签定的设计变更施工。揭煤安全保证制度1、成立揭煤领导小组成立以项目经理为组长、部门经理为副组长的揭煤领导小组,揭煤领导小组组织机构如下:组长:张德辉副组长:秦自立韩自强?兰红波?贾栓牢成员:王超群?李学东?王光伟?王亚滨?苏山林?邢耀东谢干召魏孟福?吴建设?杨建民2、揭煤期间劳动组织和设备配备揭煤期间劳动组织及人员分工表职??别人员分工人员配备工作安排一个班四个班管理人员现场跟班14负责监督揭煤安全技术措施现场的执行,以及其它相关揭煤工作。值班技术员14负责当日的技术工作。钻机工现场施钻520抽放钻孔施工。防突工突出危险性检测14煤层突出危险性检测工作。瓦检员工作面瓦斯检查14检测揭煤工作面瓦斯。机修工钻机等设备维修14维护钻机,保障钻机正常使用辅助人员管路维护抽放钻孔封孔材料工221884抽放管路维护,协助抽放施工。合计1560揭煤施工设备及安全仪器配备表序号设备名称现有数量计划数量合计1ZY-400全液压钻机3032ZY-1250全液压钻机0883ZY-750D全液压钻机0334ZDY1900S115WTC防突仪1126MD-2煤屑解析仪1347WGC瓦斯抽放管道参数测定仪0223、安全保证措施(1)项目经理为揭煤工作第一负责人,负责揭煤施工过程中的人、财、物的保障安排,现场检查揭煤措施的落实情况。(2)项目技术经理对揭煤施工负技术责任,组织编制、审批揭煤措施,检查揭煤措施落实情况。(3)项目机电经理负责安装井筒掘进工作面安全防护设施并确保能正常使用。(4)通防部负责监督措施落实、并确保通风系统顺畅、通风设施完好、监测监控正常使用。(5)地质技术员负责预测预报井筒掘进工作面前方的地质变化、构造情况,并及时将结果下发到施工对组;当工作面掘至突出危险预测距离,书面通知施工区队停止掘进;当该工作面地质条件发生变化时,及时修改和补充作业规程;技术人员负责对工作面的施工质量进行监督检查。(6)机电队负责对井筒内的所有电器设备进行安全检查。当需要调整本系统的供电线路时,必须通知通防部和调度室,以确保瓦斯监测断电装置对供电系统有效监控。(7)必须保证井筒掘进工作面及放炮地点的通讯畅通。(8)安检科负责监督、检查本措施的执行情况,并负责将措施执行情况在“生产”例会上通报。(9)调度室负责全面指挥协调工作,负责停电、撤人、警戒的落实和下达放炮命令。(10)施工前,矿井相关单位要组织职工学习防治煤与突出的基本知识及《煤矿安全规程》的相关内容,并进行考试,考试合格职工后方可上岗。(11)特殊工种(放炮员、安检员、瓦检员、通风工、防突工)必须专人专面、专人专职,班组长主要监护安全状况及工作面的变化情况。(12)各职能部室按照业务分工,对施工区队进行现场技术指导并督促措施执行。(13)工作面每班的施工情况由当班班组长负责汇报矿调度室。(14)措施的修改:在具体施工过程中,根据井下实际情况变化,揭煤领导小组在将现场情况上报总工程师后,经总工程师同意可调整施工方案,由技术科制定补充措施,其它任何人不得擅自更改本措施。(15)在施工程中,必须安排管理人员及技术人员进行跟班。

篇3：区段煤仓施工安全技术措施

一、编制说明

按照矿生产安排,掘进9队即将施工Ⅱ831区段煤仓,为安全顺利施工,特编制补充措施如下:

二、?工程概况

?按照技术科下达的设计资料,为满足Ⅱ831区段出煤要求,现要求施工Ⅱ831区段煤仓,煤仓仓中坐标*=7922.452,y=2113.422,煤仓上口位于Ⅱ831岩机巷机头硐室内,仓下口位于Ⅱ3运输上山内,净深24m,仓体荒净4.8m,最大净径4.0m。

煤仓已施工一个直径Φ=1.2m的反井,仓体采用锚网索喷+浇灌钢筋混凝土+注浆支护,浇灌厚度400mm,仓体中间施工一个壁座,高×厚=500×300mm。煤仓下方巷道(皮带机巷)变形严重,下口峒室采用锚喷+浇灌钢筋混凝土+注浆支护,打点峒室优先采用锚网喷支护。

三、技术方案设计及技术要求

1、煤仓净直径Φ=4000mm,采用锚网索喷+浇灌钢筋混凝土+注浆支护,锚杆采用直径Φ22mm,长度L=2500mm高性能锚杆,锚杆排距800mm,间距800mm,锚杆扭矩不小于300N·m,网采用直径Φ8mm螺纹钢加工,网孔为100×100mm,初喷30~50mm,喷砼强度C20,锚索采用直径Φ15.24mm,长度L=4500mm钢铰线,锚索排距2000mm,间距2160mm。浇灌钢筋混凝土,纵、横筋采用直径Φ16mm圆钢,钢筋安设间排距300×300mm,搭接长度及弯钩长度不得低于钢筋直径的20倍,钢筋交岔处采用10#铁丝绑扎。浇灌厚度400mm,强度C40。煤仓注浆加强支护,注浆锚杆长度2000mm,排距2000mm,间距2160mm,从下往上注浆。

2、煤仓下口峒室采用锚喷+浇灌钢筋混凝土+注浆支护,锚杆采用直径Φ=22mm,长度L=2500mm高性能锚杆,锚杆排距800mm,间距800mm,锚杆扭矩不小于300N·m。浇灌钢筋混凝土,纵、横筋采用直径Φ16mm圆钢,钢筋安设间排距300×300mm,搭接长度及弯钩长度不得低于钢筋直径的20倍,钢筋交岔处采用10#铁丝绑扎。浇灌厚度400mm,强度C40。煤仓注浆加强支护,注浆锚杆长度2000mm,排距2000mm,间距2160mm,从下往上注浆。

3、打点室优先采用锚网喷支护,长×宽×高=4000×3000×2500mm,锚杆采用直径Φ=20m,长度L=2200mm高强锚杆,锚杆排距800mm,间距800mm,锚杆扭矩不小于300N·m,网采用直径Φ8mm螺纹钢加工,网孔为100×100mm,喷厚100mm,喷砼强度C20,迎头挂网、打锚杆、喷浆。围岩破碎不宜采用锚喷支护时改架2.8m×2.8m可缩性U型棚支护,棚距600mm,采用钢筋笆密实腰背,搭接长度400mm,两付卡缆卡紧,卡缆扭矩不小于300Nm,棚外喷砼,喷厚≮150mm(至棚子面2∕3),砼强度C20。

4、锁口梁采用装配式,锁口梁材料为[32b槽钢,加工后在地面组装无误后方可下井。δ=6mm钢板要与锁口梁放在一起打孔,以防错位。短梁与δ=10mm钢板采用焊接方式联接,并确保焊接质量。锁口长梁上、下翼缘各加工10个孔,为方便装卸,可将钢板沿Ⅰ-Ⅰ线割开,分成两块。

四、施工顺序

煤仓下口(Ⅱ3运输上山内)峒室首先按设计进行刷大,采用锚喷+浇灌钢筋混凝土+注浆支护,与煤仓下锁口一并整体浇灌砼(砼料从Ф=1.2m反井中输送),然后在已有反井的基础上,采用钻爆法自上而下一次刷至设计荒断面,配合锚网索喷作为临时支护,自下而上完成仓壁的浇灌,分两段进行浇灌,最后从下往上注浆。

?㈠、煤仓下口施工前的准备工作

1、皮带机保护

⑴、将眼上、下口前后10m范围内的电缆,用直U型钢或半开钢管保护,用铁丝将25mm厚大板绑在皮带机架槽钢外侧,护住槽钢内的电缆。风水管用笆片配合大板保护好。

⑵、煤仓下口脚手架已搭设好,电缆、风水管置于脚手架下方,刷扩时反井下口用大板封严实。

⑶、茬口皮带机保护:

①、距皮带机上平面400mm,间距1500mm水平布置横梁(同煤仓下口横梁布置)。

②、横梁位置,距皮带机架100mm垂直下直U型钢,下端深入底板300mm,上端与横梁用棚卡子紧固。

③、直U型钢外水平绑扎脚手板(厚度50mm),正对放炮的茬口用半圆木(直径Ф=160mm)封严实。

④、打眼、装矸等作业时拆除水平脚手板,放炮前恢复。

⑷、茬口20m附近各安置一道皮带机过桥,方便人员翻越皮带机。皮带机走勾时皮带机里侧严禁人员作业,如确需作业时应与保运二区电话联系,保运二区同意且皮带机停止运行后方可。

?㈡、煤仓刷大前的准备工作

1、煤仓上口四周的浮矸、杂物必须清理干净并运走。

2、煤仓上下口互相联系方法:⑴、煤仓上、下口附近安装一部直通电话。⑵、煤仓上下通过声控电铃联系:在煤仓中放一路压风管,内置电缆,下料时规定信号:一停、二拉、三松;喷砼时规定信号:一停、二开。⑶、安排专人打点、接听电话并及时通知操作人员。

3、用直径Φ=20mm螺纹钢焊一个篦子,孔径200×200mm,刷眼时盖在反井上方。

4、临时提升设施

⑴、煤仓上口距轨道2.5m高的位置下2根水平横梁,每根横梁由直U型钢搭接600mm组成,用3副棚卡等间距紧固,横梁两端伸入砼体≮300mm。

⑵、垂直于支撑梁放2根长L=2.4m、11#工字钢作为安装天轮用,工字钢与天轮之间用特制卡子卡牢,工字钢上预先钻4个直径Φ=20mm孔眼,用直径Φ=16mm螺栓将耙矸机尾轮固定在工字钢上,尾轮下绳处对准煤仓中心(见临时提升设施安装图)。

⑶、制作一个直径Φ=500mm、深800mm的吊桶,用作提升工具、物料等,人员不得乘坐。

⑷、安装一部JH-14型回柱绞车用于提升,绞车基础采用地锚生根,锚杆规格为:直径Φ=18mm,长度L=1800mm高强锚杆,锚固力≮60KN,提升钢丝绳使用直径φ=18.5mm钢丝绳。绞车无法采用地锚生根时应采用打基础生根。

5、封口盘制作

用4根24kg/m钢轨作为盘梁(长6m和5.4m各两根),上面用双层脚手板(2000×200×50mm)一纵一横封严,留出人员上下入口及管线口、下料口,中间设活页翻门,用作提升(见封口盘布置图)。

6、悬吊设备的布置和固定

⑴、压风、水管带等用双股8#铁丝每隔3m与仓壁锚杆联牢,管接处必须卡紧,以防掉落。

⑵、溜灰管使用直径Ф=350mm铁管瓦斯抽排管,每节1.5m长,接头处用螺栓缝牢,其下端制作一个“大变小”弯头,弯头上带有用作与6′钢丝软管连接的快速接头,每个管接头用双股8#铁丝与仓壁锚杆绑扎牢固。

⑶、所有仓内悬吊设备上端均用4′钢丝绳绑固,悬吊在上口支撑梁上。

7、人行爬梯的制作与安装

为方便施工人员上下煤仓,在刷大后的仓壁上安设永久梯子,每刷深够安装一节梯子时,必须及时安装梯子。人行梯子采用1寸的铁管制作,由保运二区机厂加工,梯子的四个角分别钻直径Φ=20mm圆孔,通过直径Φ=18mm,长度L=2000mm圆钢锚杆将梯子固定在仓壁上,梯子之间用4′钢丝绳连接为一个整体,上下节梯子要一致(附梯子加工图)。

?㈢、煤仓下口峒室刷扩

⑴、以皮带机架底为巷道底板控制高度,刷扩范围为眼中前后各3m。

⑵、找净茬口的浆皮及危岩。

⑶、采用超前临时支护采用外注式单体液压支柱。

⑷、支护方式:采用锚喷+浇灌钢筋混凝土+注浆支护。

⑸、施工工序:敲帮问顶→旋松卡缆螺母,挖掉浆皮→拆掉老支架→刷肩窝、挑顶、临时支护→打顶锚杆挂网→刷帮→打帮锚杆→浇灌钢筋混凝土→打注浆锚杆→滞后注浆。

⑹、拆棚前,先挖掉浆皮,从肩窝沿巷道轮廓逐步拆除腰背材料,每拆除1.0m,用长柄工具找净危岩活石,如此循环,直到棚腿卡子位置,旋松卡缆螺母,拆掉老支架,每次拆除两个棚档。

⑺、严格执行敲帮问顶制度。每道工序开工前以及整个支护过程中都必须动态地找顶,找顶由当班负责人和一名有实际生产经验的工人进行,其中一人站在支护完好的安全地点,用长柄工具找净危岩活石,监护人观察顶帮情况,找顶人和监护人必须加强自保、联保,注意观察顶板、脚下矸石,保持后路畅通,找顶范围内不得有人员进行其它作业。

⑻、若刷帮、挑顶、破大矸子等确需浅眼爆破(炮眼深度≮600mm)时,作以下规定:

①、岩层中最小抵抗线≮300mm,否则不得装药,必须另外打眼。

②、一次打的眼,一次装药一次起爆。

③、最大装药量≯150克/孔,每次放炮球数量≯8个。

④、炮眼必须封满填实机制炮泥。

⑤、放炮前必须在爆破地点附近洒水降尘。

⑥、放炮前必须检查CH4,爆破地点20m以内风流中CH4浓度≥1%,不准装药放炮。

⑦、爆破后必须认真验炮,发现瞎残炮按《煤矿安全规程》第342条执行。

⑧、浅眼爆破时,严禁反向装药。

⑼、放炮后,检查皮带机托辊及构件是否正常;下方皮带是否有矸石,若有,必须清理干净;只有经过安全确认,施工人员离开皮带机,方准电话联系司机走勾。

⑽、由于煤仓下口巷道狭窄,人员在清理矸石、卸运料等作业时,应加强自保、联保,两人及以上作业时,必须指定安全责任人。

㈣、打点硐室施工:

⑴、打点硐室规格:长×宽×高=4000×3000×2500mm,优先采用锚网喷支护,锚杆采用直径Ф=20mm,长度L=2200mm高强锚杆,锚杆间排距800×800mm,初锚扭矩≮300N·m,锚固力≮80KN,钢筋网为直径Ф=8mm螺纹钢加工,铺网搭接≮100mm,喷砼厚度≮100mm,喷砼强度C20。迎头挂网、打锚杆、喷浆。

⑵、围岩破碎不宜采用锚喷支护时改架2.8m×2.8m可缩性U型棚支护,棚距600mm,采用钢筋笆密实腰背,搭接长度400mm,两付卡缆卡紧,卡缆扭矩不小于300Nm,棚外喷砼,喷厚≮150mm(至棚子面2∕3),砼强度C20。

⑶、皮带机保护同第1条。

⑷、架棚施工前直U型钢先将拨门点前后3m原棚子肩窝处各下1道托梁进行加固,棚梁与直U型钢不实之处用木楔打上劲。

⑸、将棚子加固好后,挖掉拨门侧棚档的浆皮、拆除腰背、摘掉3个棚腿,然后进行拨门施工。

⑹、因架棚深度只有4m,不够挂金属前探梁,故采用3根2寸的钢管用4股8#铁丝绑扎牢固,作为前探梁使用。

⑺、打锚孔采用长短钎配合使用打眼。

⑻、硐室喷砼后应拱圆帮直,底板再铺砼100mm,抹平。

?㈤、反井刷大与临时支护

1、反井刷大

⑴、采用自上而下放炮破岩进行刷大。打眼刷大前,先把煤仓中线垂下,将浮矸清理到实底,按眼位图画圆、点眼位、打眼,打眼结束后,先将眼内的工作人员提升上来后再提升工具。然后放炮员、班长和装药人员再由吊桶下至仓内。

⑵、装药应严格按爆破图表执行,控制装药量,以防破坏围岩。装药后,所有人员全部撤至警戒线以外的安全地点。

⑶、放炮前,联系皮带机司机停车。

⑷、严格放炮警戒制度。放炮前,由班长指派8名人员在指定位置警戒,班长只有得到皮带机巷内的联络员与煤仓上口的联络员的电话确切汇报(上口联络员通过电话向班长汇报),警戒人员已全部警戒到位,且警戒区域内确认无人时,方可通知放炮(仓体刷扩放炮警戒点布置与皮带机巷刷扩放炮警戒相同)。

⑸、放炮后,用压风吹散炮烟,班长、放炮员首先检查煤仓内的气体、瞎残炮及支护等情况,确认安全后,方可通知警戒人员撤除。

⑹、严格执行验炮制度,发现瞎残炮按《煤矿安全规程》第342条执行。只有进行安全确认,隐患进行闭合处理后,方可进入仓内作业。

⑺、起爆后必须认真验炮,出现落炮汇报区值班及调度所并按矿相关文件执行。

⑻、为防止放炮后矸石堵塞反井,放炮前,在反井内预先放置双股直径Ф=18.5mm钢丝绳,钢丝绳前端拴铁背板,钢丝绳通过天轮与回柱绞车连接;放炮后,若反井被堵塞,开启回柱绞车,将矸石拉松散后再放矸石。

⑼、十煤层采用人工刷扩,煤层中严禁装药爆破。

2、临时支护及质量要求。

⑴、支护材料:

①、钢筋网规格:由直径φ=8mm螺纹钢加工焊制,规格1500×1000mm,网孔100×100mm。

②、锚杆规格:直径φ=22mm,长度L=2500mm高强锚杆;

③、锚索规格:采用直径φ=15.24mm,长度L=4500mm低松驰级钢绞线;托盘:锚杆采用长×宽=200×200mm碟型托盘;锚索采用长×宽=400×400mm外加200×200mm碟型托盘。

④、锚固剂:锚杆使用K2550型树脂,每孔2卷;锚索使用K2940型树脂,每孔3卷。

⑤、注浆锚杆:注浆锚杆直径φ=20mm,长度为L=2000mm钢管加工制作,采用单一普通硅酸盐水泥浆液注浆,水泥型号P.o32.5级普通硅酸盐水泥。

⑥、仓体内、外层环筋:采用直径φ=16mm圆钢,按间排距300×300mm固定绑扎,搭接长度与弯钩长度≮320mm,钢筋交叉处用10#铁丝绑扎。

⑵、仓体刷大后采用锚网索喷作为临时支护。锚杆间排距按800×800m布置(十煤层锚杆间排距为700×700mm);锚索排距2000mm,间距2160mm。

⑶、锚杆(索)角度按向心布置,锚杆(索)托盘紧贴岩面,锚杆初锚扭距≮300N·m,锚拔力≮80KN(十煤层锚拔力≮60KN),不得出现失效锚杆,否则必须在锚杆周围100mm范围内补打;钢筋网压茬≮100mm,间隔300mm用12#铁丝联网。

⑷、每2循环喷砼一次。砼配比:水泥:黄沙:瓜子片=1:2:2,速凝剂掺入量3﹪,初喷40~60mm,如遇有夹泥层时,要挖掉100~200mm深,然后喷浆填补。

⑸、喷浆过程中,因意外停风,如断风管、堵管、堵料等,喷浆手不得随意放置喷浆枪头,严防突然来压风枪头摆动伤人。

⑹、煤层段临时支护:

①、下锁口盘前,过煤段刷深600mm,垂直刷到皮带机顶板,增大永久支护厚度。

②、按间距800mm打锚杆挂钢筋网,锚杆规格:直径Ф=20mm,长度L=2000mm,上下排距700mm。

③、再按间排距700×700mm(锚杆中间)布置锚索,锚索规格:直径Ф=15.24mm,长度L=4500mm,400×400mm方形托盘加200×200mm蝶形托盘锚固,每孔3卷K2940型锚固剂,锚拔力≮120KN。

④、预置注浆锚杆,规格同上。

⑤、按设计位置稳好锁口盘,立碹骨、模板,从下往上将锁口部分过煤段一同浇灌成一个整体。

㈥、仓壁浇灌

1、浇灌仓体前,先对煤仓下口眼中前后各2.0m的巷道立模,按设计布置横筋、竖筋,通过煤仓内预置的抽排管下料浇灌,煤仓上、下口通过电话或语音声控电铃控制下料。横竖钢筋可在巷道宽敞处提前加工,再运到下口绑扎。

2、在锁口梁两端下6根长L=4.6m的11#工字钢(工字钢上平面距皮带机架高度3360mm),再安装锁口梁(锁口梁下表面至皮带机架上平面2934mm,不得低于此数据)。

3、锁口梁安装调整好后,上托盘,然后将皮带机巷顶板与锁口梁浇灌成一个整体,再自下而上进行过煤段的浇灌。

4、整个煤仓分18段浇灌,其中下锁口部分3段,每段高1155mm;主仓体分13段,每段高1364mm;上锁口分2段,段高为1136mm。

5、整个仓体浇灌前,根据仓体的不同位置,预先在煤仓上口安全地点,截出相应长度,握成对应形状,浇灌前下到仓体绑扎,并检查钢筋排列数量、直径、规格和位置是否符合设计要求。

6、按设计配合比拌好混凝土,砼配合比参数(砼强度C30):

⑴、使用材料:PO.32.5级水泥、碎石子、中沙、速凝剂、木钙;⑵、水灰比0.47;⑶、水泥:黄沙:石子=1:1.5:3.2,具体砼配合参数:

砼强度等级?石子粒径(mm)?塌落度?每m3砼材料用料(kg)?

?C30?5~40?7~9?水?水泥?黄沙?石子?速凝剂?木钙?

?185?394?591?1261?3%?0.985?

7、下锁口的立模可利用下口平台打点柱固定,仓体部分立模:模板立于操作平台上,碹骨使用厚度50mm大板制作,规格:长×宽×厚=1155×100×50mm,另制作若干长L=1155mm,宽度B=50mm的斜碹板,作上下锁口模板配合使用。

8、每次立模必须严格按中线校正,模板要用铁钉钉牢或配合12#铁丝固定,浇灌过程模板不得出现位移。

9、煤仓上口溜煤通道:

⑴、溜煤通道刷扩净断面为φ=2500mm,斜高2145mm,收口立模时浇灌成一个整体,浇灌厚度400mm。

⑵、浇灌到上口底板时,用2根长3.4m的11#工字钢(顺流煤道方向)、2根3.4m的11#工字钢安设井字梁,井字梁安设好后,上面再浇灌300mm厚。

⑶、仓上口安置铁箅子。

10、混凝土在煤仓上口搅拌均匀后,经特制漏斗通过溜灰管(直径φ=350mm瓦斯抽排管)输送到煤仓内;溜灰管节与节之间用螺丝缝合,用直径φ=12mm钢丝绳固定在上口的井字横梁上,钢丝绳必须张紧,输送管末端接弯头(配合风筒使用),使混凝土可以直接浇在模板内。

11、必须均匀对称浇灌,每浇灌500mm高度用振动棒整个断面捣固一遍,仓壁后面必须充填严实,振动棒不能正常工作时,不得进行下一道工序作业。

12、煤仓最大净直径φ=4.0m,偏差-50~+100mm。

13、浇灌下口收口时,预埋直径φ=50.8mm钢管作压风管用,外露长200mm,浇灌时,两端用风筒布包扎严实,以防堵塞。

14、在已硬化的砼表面继续浇灌时,必须先除去杂物,凿成麻面,并用水冲洗干净,以确保合茬严实。

15、浇灌作业时,仓内脚手架布置钢管作生根:⑴、每浇灌一段高,水平预留300mm深的梁窝;⑵、用两根直径φ=10.6mm钢管(粗管)对接,中间插入直径φ=50.8mm钢管(细管),深入粗管≮1000mm,粗管两端深入梁窝后用特制卡子紧固;⑶、在生根钢管上用双股8#铁丝绑扎3根直径φ=50.8mm钢管;⑷、铺设脚手板(2000×200×50mm),与钢管绑扎紧固(附仓内脚手架平剖面图)。

16、浇灌作业分两段进行,煤仓施工8--12米左右自下而上进行浇灌该段,钢筋安设搭接长度及弯钩长度不得低于钢筋直径的20倍,钢筋交岔处采用10#铁丝绑扎。浇灌厚度400mm,强度C40。

17、拆模时间为24h,每次拆模后对接部分用水铰将多出部分裁去,对表面的蜂窝麻面,用水冲洗后用水泥沙浆抹平。

18、三小班洒水养护砼表面,养护时间≮7d。

㈦、回收仓内碹骨、碹板

1、浇灌24h以后方准拆除模板。

2、眼上口清理净杂物、矸石,上下口按专人警戒。

3、下面锁口用短板封闭严实,从下而上拆除碹骨、碹板。回收作业应在班队长或有经验的老工人指导下进行,回收碹胎时,使用斧头及长柄工具,轻打碹骨、碹板,每拆除一块,集中顺同一方向码放整齐,用钢丝绳捆绑牢固;

人员撤至煤仓上口,回柱绞车司机提绞,将碹骨、碹板提升至煤仓上口堆放在指定地点。严禁使用回柱绞车拴碹骨、碹板强行回收。

㈧、注浆施工

1、采用风锤进行钻孔,按同心圆布置。

2、每根注浆锚杆使用2卷水泥卷封孔,封孔深度为≮200mm,外露长度50~80mm。

3、注浆工序:

检查注浆泵及管线、仪表→搅拌桶内放入清水、吸浆管→注浆泵试运行→倒入水泥、按比例放置清水→搅拌均匀

→

将闸阀安装在注浆锚杆端头上并旋紧→出浆管头安装在闸阀上并上紧

→开启注浆泵,调整注压力表值→由底角锚杆自下而上对称注浆→注满后,关闭闸阀(滞留6h)→开启卸压阀,卸下注浆管。

4、注浆

⑴、采用单一水泥浆液充填注浆。

⑵、水、灰比:1:2~1:1,裂隙不发育取小值,过十煤层段裂隙发育段取大值。

⑶、锚喷支护先从底角锚杆注浆;煤仓先从下锁口开始,先下后上,对称注浆。

⑷、注浆压力、渗透范围和注浆量在试注浆中确定。闸阀滞留在注浆锚杆上≮6h,保持锚杆管内压力,尽可能低压注浆,一般注浆压力≯1.5MPa,煤仓注浆量以注不进浆液为准。

5、注浆泵安置在皮带机巷内,对煤仓下口锁口部分及过煤段应重点注浆,每孔的注浆量和时间,当班注浆必须写清,责任人签字,数据要真实、可靠。

注浆作业安排在早班,由区队管理人员重点督查。

6、注浆过程,应将注浆管吊挂至皮带机上方适当高度,作业人员加强自保、联保。

㈨、主要生产系统

1、通风:⑴、利用直径φ=1.2m反井通风,反井内被矸石堵实时,必须及时排矸,确保正常通风,不通风时,煤仓内不得下人作业。

⑵、煤仓上、下口前后10m处各设两道喷雾,喷雾三班交接班,发现损坏立即更换。

⑶、采用湿式凿岩,放炮使用水炮泥、放炮喷雾,放炮后冲洗岩帮,装岩必须洒水、净化通风。

2、材料运输:五采副巷→Ⅱ3轨道上山→Ⅱ831车场→Ⅱ831岩轨巷→煤仓上口。

3、出矸:放炮后矸石通过反井下口,落入皮带机上方的溜矸口,再将矸石放入皮带机;在皮带机巷距仓下口50m左右(语音装置附近)安置一道简易扫矸器,警戒人员负责将施工中产生的大矸石(≯400mm)破碎。

五、安全技术措施

1、严格敲帮问顶制度,每道工序开工前以及整个支护过程中都必须动态地找净顶、帮的危岩活石。

2、煤仓上口日常管理

⑴、煤仓上口利用直径Φ=25.4mm铁管和直径Ф=6mm钢筋网设置一个4.0×4.0m栅栏,四面围严并悬挂警示牌。

⑵、仓上口封口盘的行人口、下料口、活页翻门,除行人、提升物料、放炮通风外,其余时间必须处于常闭状态,整个煤仓施工期间,上口安排专人负责警戒,现场交接班,只有仓内停止作业后由班长撤除警戒。

⑶、煤仓上口人员在封口盘2m范围内附近作业时,人员必须系好安全带,严禁将杂物、工具、矸石等误入眼内。

⑷、仓内所有作业人员均需佩戴安全带。安全带一端系在施工人员腰上,另一端固定在仓壁锚杆或人行爬梯上。从人行爬梯上、下人员均应系好保险绳,保险绳的长度随眼的深度作适当调整,眼上口由两个责任心强的人员控制保险绳,并随人员的上下而调整保险绳的长度。

⑸、安全带、保险绳每次使用前,都要认真检查,以防过度磨损造成防护失效。

⑹、在煤仓下口施工时,上口必须安专人警戒。

3、回柱绞车的安全管理

⑴、每班使用绞车前,必须对绞车的钢丝绳、生根装置、护身点柱和挡绳板进行安全检查,发现问题及时汇报处理。

⑵、绞车司机、信号把勾工必须持证上岗,遵守各自的操作规程,坚持“六不开、六不挂”。

⑶、绞车要有灵敏可靠的声光信号,严禁使用口喊、晃灯、敲管等方式代替信号。

⑷、存在下列情况之一,严禁开车:

①、绞车出现故障未按规定检修处理到位。

②、信号系统有故障未处理;

③、钢丝绳磨损、断丝超过规定;

⑸、不得用绞车提升人员,每次提升或下放物料、工具时,由安全拨头捆绑,确认牢固后,方可升降;上口作业人员严禁将杂物、工具、矸石等误入仓内。

⑹、提升物料时,仓内严禁有人,做到“提升不作业、作业不提升”。

⑺、信号把钩工兼警戒员。

六、其它

1、避火、瓦斯、煤尘灾害路线:⑴、迎头→Ⅱ831岩轨巷→Ⅱ831车场→Ⅱ3轨道上山→上部车场→运输联巷→五采副巷→五采行人进风上山→南二进风井→地面。

⑵、煤仓下口:施工点→Ⅱ3运输上山→五采副巷→五采行人进风下山→南二进风井→地面。

2、避水灾路线:同上。

3、相关绞车、风锤、喷浆机、锚杆钻机等施工机械设备的操作规程一并贯彻执行。

4、本措施未涉及事项,均按《煤矿安全规程》、《掘进生产技术管理规定》、《井巷掘进各工种操作规程》、《Ⅱ831区段煤仓施工准备安全技术措施》等相关规定执行。

篇4：进回风超高段支设罗架木安全技术措施

由于9705工作面进回风顺槽局部超高,为了能有效地维护两顺槽超高地段的顶板,特提如下安全技术措施:

一、支护方式

1、进回风顺槽超高段顶板维护采取支顺巷抬棚、构顶的方法。棚梁采用4.4米木梁,规格:4.4×0.2×0.18米。棚腿采用2.8m或3.15m单体柱,一梁不少于五柱。单体柱必须支在实底上,迎山有力,且初撑力不低于90KN,柱必须用铁丝拴牢,以防止倒柱伤人,如底板松软时,必须穿鞋。

2、施工前,首先将所用木梁、单体柱、构顶材料及工具备在作业地点附近。

3、每一超高段的支棚构顶工作必须采取由非超高处开始逐架施工的方法。

4、当超高地段处于巷道超前支护范围时开始支设罗架棚。首先靠巷道两帮支设第一架顺巷抬棚,抬棚与巷道非超高段搭接长度为1.4米,搭接段支设2根单体柱,柱距0.8米;将抬棚支设牢固后,抬棚上先横蹬φ20cm×2.4-4.4m的一面平圆木,根据现场情况选择适当的板梁,间距0.8米;其上再在巷中两侧批设两垛罗架木“#”字形接实顶板,罗架木构顶使用φ20cm×1.8m-2.4m的优质一面平板木。

5、然后再向前支两趟交错抬棚,交错距1.4米,交错段支设2根单体柱;将抬棚支设牢固后,再进行构顶工作(同第一架棚)。

6、罗架木必须双数均衡勾盘,并且要相互搭接形成整体,背紧楔牢。

7、如此循环施工,完成每一超高段的顶板维护工作。顶板维护完成后,使此处超前维护与进回风超前管理一致且保证安全出口畅通。

8、人员递送4.4米木梁、木料及从事其它工作时,必须相互联系好、配合好,防止发生意外事故。

9、施工中途不得随意停工,完成一段后才能停工,停工后及时清理施工现场。

二、安全注意事项

1、施工过程中,必须严格执行敲帮问顶制度,及时处理顶帮活矸危岩。处理时,要由两名有经验的老工人配套进行,一人在安全支护下使用长柄工具处理,一人监护顶板情况,并始终确保退路畅通。

2、高处作业人员要站在专制凳子上并拴保险带,防止人员坠下。凳子要固定牢靠,保险带与作业人员和顶板金属网(连接铁丝不少于五股且完好)要固定结实。每次使用前仔细检查,发现损坏立即更换。严禁使用不合格的保险装置,保险带必须定期按有关规定试验。

3、所有维护范围内的单体柱必须按规定拴系防倒绳,严禁使用失效、漏液的单体柱,发现失效、漏液的单体柱必须及时更换同样规格的单体柱。棚梁要放平放稳,且两端头压头均不得小于20cm,要用铁丝与顶板金属网捆绑牢固,支撑罗架木的板梁或罗架木之间相互拴住,以免发生意外。

4、每班的工长、记录工或队干巡回检查进回风的支护情况,发现问题及时处理,以确保支护安全可靠。

5、上梁蓬顶时要停止皮带、转载机并闭锁开关,挂停电牌,设专人看管开关。

6、多人抬运梁时,要相互搭好号,抬放要协调一致,且要顺肩抬放。上梁时要顺肩抬梁,上起一头再上另一头,棚梁放正调平并要固定牢固。

7、蓬顶前首先要搭好操作平台,人员站在平台上进行蓬顶。蓬顶构顶时,跟班队干必须现场指挥。先清理好退路,保证退路畅通,指定专人监视顶板,并指定专人扶单体柱,由有经验的老工人进行蓬顶作业。

8、高处作业前,通风部搁专职瓦检工检查好超高处的瓦斯浓度,超过1%时严禁施工,等处理瓦斯后方可作业。高处作业的施工人员要随身携带便携式瓦检仪。

9、支棚构顶期间,施工下方严禁站人和人员通过,以防木头等坠落伤人。

本措施未提之处,严格按照《煤矿安全规程》、《回采操作规程》和《9705综放工作面作业规程》中的有关规定执行。

篇5：井下斜巷运输炸药安全技术措施

一、概况

井下个别巷道较长且坡度较大,人工运送炸药劳动强度大,严重影响安全生产,且人工运送炸药时间较长。现允许在辅助二采区进风下山、辅助二采区轨道下山、一采区轨道上山三条巷道内用矿车运送炸药。辅助二采区进风下山:巷道长度661m,坡度—10°,上平台有一部绞车,型号为JD—4。辅助二采区轨道下山:巷道长度749m,巷道坡度-14°,上平台有一部绞车,型号为JD-4。一采区轨道上山438m,巷道坡度为+13°,上平台有一部绞车,型号为JD-4。为了保证炸药运送过程中的安全,特制定此安全技术措施。

二、安全技术措施

1、只准在此三条巷道内运送炸药,炸药必须装在专用炸药箱内进行运送,其他爆破材料不准用矿车运送。

2、参与斜巷运输炸药的人员必须熟悉操作规程,并持证上岗,严禁任何临时人员参与到运送过程中。

3、运送和装卸炸药人员必须熟悉炸药的性能。

4、运送炸药的斜巷绞车及钢丝绳必须按规定检查和校验,在发现的隐患未处理前不得运送炸药。

5、运送炸药的一线区队,必须在矿车上写上运送炸药危险的字样。

6、用矿车运送炸药时,且不得同时运送其他物品和工具,矿车底上应铺上胶皮或麻袋等软质垫层。炸药箱与矿车周边也要用软质垫层塞紧。炸药箱不得侧放或立放,并且要固定好,防止震动、撞击和甩出。

7、斜巷运送炸药时,一线区队必须安排两人负责运送,并安排一名背药工先行进到卸药地点。一线区队的另一名人员负责把炸药装入矿车,爆破工在相距10m以外的安全地点进行监督。把钩工、绞车司机必须详细检查挂车情况,检查无误后,方可由检查人亲自发送提升信号。当炸药经绞车运送到位后,卸药地点的背药工卸完炸药,并把炸药放置在安全地点后,通知装送炸药地点的背药工、爆破工及把钩工,方可正常运送其他材料。

8、上下车场以及摘挂车地点,炸药车严禁与其它车辆相撞击。

9、斜巷运送炸药必须严格遵守“行人不行车,行车不行人”规定,只有确认运送炸药的斜巷内无人行走后,方可开车运送,并且运送中间不得急停或加速。

10、运送炸药的此三条巷道内必须有可靠的信号装置和挡车装置,绞车司机在启动和停绞车时,应尽量保持矿车的平稳,中间运送速度不得超过1m/s或以绞车达到最慢速度运送。斜巷在运送炸药过程中,由上下把钩工把好警戒,任何人不得进入运送炸药的巷道内。

11、装卸炸药必须由背药工或爆破工一人操作,上下把钩工在5m外进行监督和保卫,不准其他人靠近。一次运送多个区队炸药时,不同区队炸药不允许装在同一矿车内,且一个矿车上不能超过100kg,装卸时必须轻拿轻放。

12、放炮后剩余炸药,不允许再用矿车运送,必须由背药工人工运送到炸药库进行退药。

13、其他未尽事宜,按《煤矿安全规程》的相关规定执行。