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运输顺槽局部挑顶安全技术补充措施

编辑:制度大全2019-04-21

一、说明

9103运输顺槽在900m处遇断层,落差约5.3m为确保回采顺利进行,退回34m进行挑顶找煤,由于受断层影响煤层散软风化,过断层时需架棚补强支护。为确保施工的安全顺利进行,编写本措施如下;

二、施工方法

挑顶从断层起后退25米处开始以8°坡度对巷道进行挑顶,挑顶后垮落的矸石直接垫在巷道的底板上,保证巷道净高不小于3m。按照地测科给定的中、腰线进行挑顶找煤层顶板。

三、支护方式

1、挑顶处顶部采用高强度锚杆、锚索、W钢带(270×5000mm)、配合菱形网(1200×6000mm)支护。锚杆规格Ф20×2000mm,间排距900×800mm,每根锚杆使用K2360和Z2360树脂锚固剂各1支。锚索施工在W钢带中间,锚索采用Ф17.8×8300mm的钢绞线,间排距1800×1800mm,2-2布置,每根锚索使用1支K2360和2支Z2360树脂药卷。

2、临近断层时采用25U型钢棚,巷道净宽5000mm,净高3000mm,腿窝深200mm,棚距800mm。

四、施工工艺

1、W钢带按巷道中线居中排列,安装托盘、钢带要与顶板接触严密,托盘、螺母要上紧上牢,锚杆预紧力要达到50KN,外露长度30-50mm,锚索预紧力不小于100KN,外露长度150-300mm。

2、U型棚架设

挖腿窝→架棚腿→上棚梁→加固→背板(填充)

1)、根据中线和设计棚距大小找出腿窝位置。腿窝下垫两排150×150×1500mm的方木。

2)、用拉杆固定棚腿以免倾斜。

3)、把顶梁架到棚腿上,弧形顶梁的两端插入和搭接到棚腿的弯曲部位,腿梁的搭接长度为400mm,用2个卡揽固定。

4)、U棚加固方法

①两棚棚腿用三道2吋管拉杆连接,腿梁上各两根。

②相邻两腿之间用11#工字钢现场焊接。

③两帮棚腿各用2根锚杆配合200mm11#槽钢固定。

④棚子两帮、顶部用木背板刹紧、刹实。

3、顶板破碎严重处需在棚梁上方周圈打超前锚杆。

五、安全技术措施

1、挑顶前先拆除U形钢棚,回撤机组、电缆、风筒、管路及施工工具和材料,确保材料设备不被损坏。

2、运输顺槽为锚网索支护,施工时先解开金属网,卸掉托盘,放出活矸浮煤,使用掘进机进行挑顶。锚杆、钢绞线外露长度超过规定时要及时进行处理。

3、加强补联网质量,联网间距不小于100mm,煤岩破碎处扣扣相连,间隙大时及时补铺菱形网。

4、迎头严禁多人施工,进入工作地点,班组长必须对施工现场进行检查支护情况,人员要站在支护牢固安全处,清理好退路。对施工地点要严格“敲帮问顶”,并观察定邦岩石滑纹情况,找掉活矸,发现问题事先处理,并对活矸危岩进行处理,确认无安全隐患后方可进行施工。

5、巷道若有片帮、漏顶预兆时及时用背板或木躲料打点点柱维护,临时支护必须落在实地上支设牢固。

6、综掘机挑顶时坠落煤矸填实原巷道空间,通过掘进机来回碾压的方式加固现巷道底板硬度。

7、挑顶时对原巷道填充务必填实、压紧,严禁出现挑顶后巷道出现悬空现象。

8、施工时,要挑一排支护一排,挑顶后及时清理填充原巷道后多余煤矸。

9、架棚时必须由外向里逐架施工,棚腿必须穿鞋。

10、按设计位置和要求立棚腿并支撑稳定。

11、检查梁腿接口、棚腿两端至中线的距离、腰线至棚梁及底板的距离,无迈步梁腿平直。严禁有前倾后仰现象。

12、人工上梁时必须两人以上协调合作,不要将手深入柱梁接口。

13、抬棚时人员要齐心协力、口号一致严禁猛丢猛砸,中途休息时要提前打招呼。

14、现场由当班班长统一指挥,确保施工安全。

其他未尽事宜按照《煤矿安全规定》、《9103回风顺槽架棚安全技术措施》和《9103运输顺槽作业规程》及矿有关规定执行。

篇2:主斜井强力皮带运输安全技术措施

一、技术要求

1、输送机司机必须熟悉带式输送机的性能及构造原理,并经培训合格取得资格证后方可持证上岗。

2、输送机司机在上岗前必须了解清楚皮带上次班次运行情况,查看运行记录,做到心中有数。司机开机前要联系机头、机层、放煤点、斜巷中皮带上是否有人工作,确定无人后,才能发出开车信号,启动设备。

3、输送机各种保护应齐全可靠,严禁甩保护运行。

4、起动皮带前,必须按信号按钮打点,通知沿线人员注意安全。

5、每天应检查皮带各部件完好情况,减速箱油位、温度及电机温度,皮带及硫化接头磨损等情况。

6、启动设备后,司机必须在操作台前时刻监护操作台显示器及各种指示灯的运行情况。如发现异常问题应立即停机,然后在联系皮带检修工查看存在的问题,待处理完毕后才能发出开车信号,进行操作开机。操作司机开机后严禁擅自离开工作岗位或者离工作岗位较远。

7、各点班应认真做好当班检修记录,并严格执行交接班制度。

二、检修安全措施

1、输送机司机班中严禁离开工作岗位,严禁酒后上班。

2、每班工作前必须检查制动装置个部件完好情况,发现问题应及时汇报并立即处理。

3、每班司机和机尾监护人员必须对整条皮带认真检查一遍,检查是否有挂、卡胶带,上、下托辊是否脱落、损坏,胶带有无跑偏、磨损严重、接头有无明显变化现象,接头开裂后必须停机进行硫化处理。

4、胶带松紧应适度,拉紧小跑车应无卡阻现象。

5、减速箱、液力耦合器油量应适中,油位减少时应及时进行添加,输送机机头、减速箱、电机卫生应清洁,注油设备应不漏油、不渗油,油标清晰,油质清洁不变质。

6、设备仪表、自动装置及设备声音正常,无随意动作现象。

7、信号、照明及各种保护装置应灵敏可靠,灭火器材齐全完好,且符合规定要求。

8、各部件螺栓,连接销应无松动现象。

9、制动闸、行程开关,闸皮间隙应符合要求。

10、各段安设清扫器、防跑偏装置应完好起作用。

11、开关电气设备无失爆、不完好现象。

12、司机应与机尾输送机司机随时保持联系,并听清信号后方可开动输送机,信号不清严禁开车。司机在启动、停机时应观察液力制动装置是否动作灵敏可靠。

13、司机开车前,要检查输送带上和机头机尾附近是否有人工作,确察无人后,才能发出开车信号。

14、司机衣着要利索,袖口、裤角、衣襟要扎紧,长发必须盘在安全帽内;强力皮带输送机运行中,严禁向托辊及运转部件注油,必须将输送机停机方可注油,且注油过程中严禁直接用手去拨弄托辊;处理故障时,一定停机进行处理。

15、输送机运行过程中,严禁用铁锹或其他工具刮除粘在滚筒、托辊上的煤泥,严防发生意外伤人事故。

16、维修人员在检修皮带时,应在检修点往上5m处设置档矸栏,防止煤矸等大块向下滚落伤人。

17、皮带机各转动零部件必须有良好的润滑,应严格按使用要求对各润滑部位进行定期的充油或换油。

18、输送机转动时,严禁检修输送机。

19、输送机浮货应每天安排人员进行清扫,确保强力皮带正常运行。

20、清扫皮带机尾时,应随时注意观察皮带运行状况,严禁皮带运行时用铁锹伸到强力皮带机尾滚筒处铲货,避免因失误造成伤害。

21、机头检修需要开动输送机时,一定要发出开车信号,并等待机尾人员回复信号后方可开机,否则,严禁开动设备,以防机尾有人工作造成意外伤害。

22、未述部分严格按《煤矿安全规程》、《煤矿操作规程》及公司相关规定具体执行。

篇3:运输顺槽过综采压力区安全技术措施

一、概况

因15101综采工作面已回采约200m,即将与15103运输顺槽掘进工作面水平相对相交,考虑到交汇时回采压力较大,影响到15103运输顺槽巷道安全,经矿委领导研究决定,15103运输顺槽即将交汇处必须加强巷道支护,特制订本安全技术措施。

二、加强支护方式

1、如图所示从回采面延推进方向A区长度不少于20m。

如图所示从回采面向采空区方向B区长度不少于100m。

2、A+B区采用DZ28(32、35)/100型单体支柱进行支设,在距皮带架200mm处支设单排,柱距为1.0m。

3、C区采用补打锚索支护,与原锚索间距错开,在原锚索中间位置补打两根φ17.8×5300mm的锚索,锚索间距2.0m。

4、单体支柱与锚索要相衔接,一定要做到先补打锚索支护,后回柱。决不可出现巷道未加强支护,提前回采。(详见附图)

三、安全技术措施

(1)超前支护不少于20m,超前支护以外的巷道若出现坠顶变形时应及时外延超前支护。单体支柱要使用好防倒绳,防止倒柱伤人。

(2)运输顺槽的支柱应支设于底板坚硬处,并做到迎山有力。单体液压支柱初撑力不小于11.5MPa。保证单体液压支柱初撑力达到11.5Mpa。

(3)严禁使用失效或损坏的单体支柱。

(4)加强单体支柱管理,每班派专人对超前支柱测压,单体支柱压力达不到11.5MPa时必须进行二次注液,且二次注液后压力不得低于12MPa。

(5)超前支护必须采取防倒措施,支柱与支柱之间必须上防倒联锁。

四、超前支护要求

(1)超前支护采用人工回柱,并严格执行三人工作制度,两人工作、一人监护;回柱时要观察好顶板、煤帮和周围安全情况,发现有片帮离层应及时处理。

(2)根据生产推进及时回撤超前支柱,严禁提前回撤支柱。

(3)运输顺槽超前范围内,加强检查顶板的锚索、锚杆支护情况,发现有锚索锁具或锚杆托盘螺母崩出的隐患时,必须使用单体支柱维护顶板。

(4)运输顺槽超前范围内顶板金属网破损漏煤(矸)时,及时进行补联网,如片帮严重局部放煤(矸)后支设单体支柱护好帮。

(5)如果15103运输顺槽经加强支护后,还不能保证安全,掘进工作面必须停止掘进。

其它未尽事宜仍按《煤矿安全规程》和《15103运输顺槽掘进作业规程》执行。

惠阳煤业技术科

二〇一五年四月十日

篇4:主井大倾角钢丝绳芯胶带运输机运行管理安全技术措施

由于主井钢丝绳芯输送带使用时间过长,大部分输送带在运行过程中被砸伤、损伤,并出现老化等现象,为避免输送带在未更换前发生运行安全事故,特制定本安全技术措施:

1、当班岗位司机和主井沿线放煤工,必须对输送带进行全面检查,如发现皮带边缘露钢丝、胶带划伤、跑偏、托辊不转、滚筒浮煤多时,应立即汇报工区值班领导、分管皮带运输副区长和当班维修工,及时停机处理。出现较大的问题时,分管副区长必须到现场参与检修、进行处理

2、每天早班安排2小时检修时间,对输送机进行维修、维护及保养,并对输送带进行全面的检查,对检查出来损伤的部分输送带进行及时修补(具体时间矿调度通知)。如检修时间不够处理故障及存在的问题时,应立即向调度申请延长检修时间。

3、在输送带未更换期间,整条输送机的上下层防跑偏托辊必须齐全、完好、可靠,严禁输送带出现跑偏、摩擦H架及挡煤板等现象,如发现必须立即汇报当班维修工,并停机进行处理。

4、每天安排专人对可能接触下层皮带的浮渣进行清理,防止下层皮带被洒下的矸石摩擦,加速损坏输送带。

5、各采掘单位严格控制大块煤和矸石(长度不能超过300mm)及长物料(长度不能超过400mm)、铁器不准落入皮带运输系统,防止损伤或撕裂输送带。一经发现大块煤和矸石及长物料、铁器等进入皮带运输系统,对源头单位进行每次500元罚款。如发现大块煤和矸石、长物料、铁器落入11区段1米皮带、12区段1米皮带,皮带司机必须立即停机处理,防止进入主井输送机。

6、在损伤输送带未更换前,要立即在输送带沿线完善防止撕带的安全竖梁(用工字钢加工安设)。同时尽快购买断带抓捕装置,由机运工区提供技术参数,供应公司及采购,设备到货后,并立即组织安装。

7、为防止输送带在未更换前发生运行意外伤人,每班交接班期间(早班7:30至8:30,中班15:30至16:30,夜班23:30至00:30),主井皮带机必须停止运行工作,待上下人员通过主斜井完毕后,方能启动输送机运行。(落实人由当班候车司机、主皮带司机、机尾放煤工)。

8、每班主井皮带机运行期间,其它时段升、入井人员严禁通过主斜井。如需从副斜井通过时,必须与副斜井井口把钩工联系待提升停止后,方能行走(即严格执行绞车提升时“行车不行人,行人不行车”规定)。

9、输送机运输过程中,不得对胶带、托辊、滚筒进行人工清理、更换零部件或进行维护保养,严禁输送机运行时清理底带浮渣。

10、每天必须对主井输送机进行全面检查,对检查出来的问题及时进行处理,并记录在设备巡回检查记录本上。

11、输送机的各种安全保护必须齐全、可靠、有效,每天维修工必须对各种保护进行一次试验,对有问题的保护必须立即进行处理。

12、经常检查整个主斜井安全防护网情况,必须确保防护网完整,绑扎必须牢固可靠。

13、未述及部分严格按《煤矿安全规程》、《大倾角钢丝绳芯胶带运输机操作规程》及其相关规定执行。

14、相关单位认真贯彻落实本措施,凡属于下井人员必须进行贯彻学习,签字记录后方可入井。

篇5:运输斜巷防误揭煤层安全技术措施

?11运输斜巷从+1695.920m┳标高开始施工,以277°方位平推13.4m的平巷,再以307°方位平推23.5m的平巷,并以该点为起点以24°的坡度向上施工至+1775m标高与M6煤层贯通形成首采区的运输系统;但由于勘探不详,地质构造复杂,可能在掘进过程中出现偏差误揭M28、M18、M13、M9、M8、M7等煤层,引发煤与瓦斯突出事故;为了我矿安全建设和确保职工的人身安全,依据《纳雍县王家寨煤矿初步设计》、《纳雍县王家寨煤矿安全专篇》、《纳雍县王家寨煤矿11运输斜巷及联络巷作业规程》、《煤矿防治水规定》及《防治煤与瓦斯突出规定》等相关规定,特编制11运输斜巷防止误揭煤层安全技术措施。一、矿井概况巷道名称:11运输斜巷巷道作用:为首采区运煤(矸)、通风(一)区域地层区域出露地层从老至新有震旦系、寒武系、石炭系、二叠系、三叠系,缺失奥陶系、志留系和泥盆系,第四系零星覆盖在各时代地层之上。区域地层见表1-2-1。表1-2-1?区域地层简表地层?单?位厚度(m)岩性及矿产简述第四系(Q)0-50亚粘土、砂土、角砾侏罗系(J)下统下禄丰组第二段(J1*2)51-78粉砂质泥岩、泥岩平少量粉砂岩(未见顶)。三叠系(T)上统(T3)须家河组(T2*)146-300岩屑石英砂岩。底部夹炭质页岩和煤线。中统(T2)法朗组(T2f)0-92灰岩夹泥质灰岩及白云岩。关岭组(T2g)第三段(T2g3)194-319白云岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。第二段(T2g2)157-369灰岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。第一段(T2g1)121-172白云质泥岩、泥质白云岩、白云岩、灰岩。下统(T1)永宁镇组(T1yn)第四段(T1yn4)51-128泥质白云岩、溶塌角砾岩。第三段(T1yn3)43-218灰岩夹泥质白云岩、白云质灰岩。第二段(T1yn2)41-85泥岩、含白云质泥岩夹泥灰岩、灰岩。第一段(T1yn1)154-272灰岩。底部为泥质灰岩。夜郎组(T1y)飞仙关组(T1f)九级滩段第二段63-388329-387粉砂质泥岩、泥岩夹粉砂岩。粉砂质泥岩、泥岩夹粉砂岩。玉龙山段第一段78-394114-275灰岩、鲕粒灰岩。泥岩、泥质粉砂岩夹少量粉砂岩,顶部4-60m为鲕粒灰岩。沙堡湾段9-163泥岩、粉砂质泥岩夹粉砂岩。二叠系(P)上统(P3)大隆组(P3d)1-32硅质泥岩夹凝灰岩。长兴组(P3c)7-76钙质泥岩、白云质灰岩。龙潭组(P3l)第二段(P3l2)94-443砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩夹煤。第一段(P3l1)0-15粘土岩、凝灰质粘土岩及砾岩。峨嵋山玄武岩组(P3β)0-255玄武岩、凝灰岩、砂页岩。中统(P2)茅口组(P1m)第二段(P2m2)0-300灰岩、白云质灰岩、含燧石灰岩、硅质岩。第一段(P2m1)70-251白云质灰岩、泥质灰岩、白云岩。栖霞组(P2q)73-180灰岩、燧石灰岩、泥质条带灰岩。下统(P1)梁山组(P1l)13-67石英砂岩、炭质页岩、煤。石炭系(C)上统(C2)马平组(C2mp)0-73灰岩、白云质灰岩夹泥、页岩。黄龙组(C2hn)0-62灰岩、白云质灰岩、瘤状灰岩。下统(C1)摆佐组(C1b)0-158白云岩、白云质灰岩、重结晶灰岩。寒武系(∈)中上统(∈2-3)娄山关群(∈2-3ls)第二段(∈2-3ls2)0-515白云岩。第一段(∈2-3ls1)0-280白云岩、泥质白云岩、粉砂质白云岩。下统(∈1)金顶山组(∈1j)0-141粉砂岩、泥质粉砂岩、页岩。明心寺组(∈1m)165-548砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩。牛蹄塘组(∈1n)130-159泥岩、炭质页岩、硅质岩、磷块岩震旦系(Z)上统(Zb)灯影组(Zbdn)<374白云岩、含燧石白云岩、夹磷块岩(二)区域构造区域构造上矿区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区和毕节北东向构造变形区交汇部位,其主体构造为纳雍东西向构造带,矿区所处具体构造部位为该构造带东段南侧。(三)矿区地层及地质构造一)地层矿区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组,上统峨眉山玄武岩组、龙潭组、长兴组、大隆组,三叠系下统夜郎组和第四系。现分述如下:二叠系中统茅口组(P2m):出露于煤矿区东部外围的韩家冲至谭家丫口一带。岩性为浅灰、灰色厚层至块状粉至细晶灰岩,产大量蜓科化石。出露厚度大于80m。二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3β):出露于井田西、西南和东部外围,岩性以灰、深灰色块状拉斑玄武岩为主,顶部3.3~6.8m为灰、浅灰色块状沉凝灰岩、凝灰质玄武岩。厚度变化较大,整体呈东薄西厚,东部厚约50~80m,北西部厚约200~250m。与下伏茅口组呈平行不整合接触。二叠系上统龙潭组(P3l):分布于井田大部区域,但第四系覆盖严重,主要出露于井田南部、南东部及东部化磋窝至垮岩脚一带,出露面积约2.2km2。龙潭组为一套海陆过渡相含煤碎屑岩组合。由深灰色、灰色、黑灰色粉~细粒砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、炭质泥岩、粘土岩、煤及少量石灰岩等组成。薄层状至中厚层状构造为主。为区内含煤地层。该层厚度为240.38~261.45m,平均250.57m。其厚度变化不大。该地层与上覆、下伏岩层之间界线清楚,岩性较稳定,对比性较好。根据其岩性组合、厚度、沉积旋回及含煤特征,分别以M6煤层之顶和M15煤层之底为界将其划分为三段,自下而上为龙潭组一段(P3l1)、二段(P3l2)、三段(P3l3):龙潭组一段(P3l1):以龙潭组底至中部M15煤层底为界。岩性为薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及泥岩互层。夹黑色煤(线)层和炭质泥岩,底部为浅灰色铝土质粘土岩。龙潭组一段厚度为134.92~159.56m,平均138.84m。其中含大部可采煤层M30和零星可采煤层M18、M28、M32。龙潭组二段(P3l2):以M15煤层底至M6煤层顶为界。岩性为薄至中厚层泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩互层,夹薄至中厚层或透镜状生物碎屑灰岩(上部)及黑色煤(层)线;粉砂岩为不等厚夹石主要分布于上部。龙潭组二段厚度为63.84~76.13m,平均66.36m。其中含全区可采煤层M6、大部可采煤层M15、零星可采煤层M7、M8、M9、M13。龙潭组三段(P3l3):以M6煤层顶至龙潭组顶为界。岩性为薄层状粉砂质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩互层,夹黑色煤(线)层、炭质泥岩、薄至透镜状生物碎屑灰岩。厚度为38.57~46.11m,平均43.03m。含零星可采煤层M3、M5。二叠系上统长兴组(P3c):零星出露于井田东部大坡脚—长冲垭口一带,岩性为中至厚层状细至中晶灰岩、含燧石结核灰岩。厚5.41~14.63m,平均9.05m。该组与下伏龙潭组呈整合接触。二叠系上统大隆组(P3d):仅出露于井田东部长冲垭口。整合覆盖于长兴组之上,岩性为薄层硅质泥岩,顶部夹鲜黄绿色玻屑凝灰岩。厚3.53~6.90m,平均4.78m。三叠系下统夜郎组(T1y):出露于井田北部和北东部大白岩—猴子洞—路分丫—化以岩一带。按岩性组合从下至上分为以下三段:夜郎组沙堡湾段(T1y1):岩性为薄至中厚层粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩及泥质灰岩,由下向上钙质含量逐渐增多。厚187.85m。夜郎组玉龙山段(T1y2):岩性为厚层夹块状细至中晶灰岩、鲕粒灰岩,与下伏沙堡湾段泥岩呈渐变过渡。厚约129.05m。夜郎组九级滩段(T1y3):岩性为薄至中厚层泥岩、粉砂岩夹泥灰岩、灰岩及鲕粒灰岩。仅出露于井田北部路分丫一带和北东部大白岩山顶,厚度大于70m。该组与下伏大隆组呈平行不整合接触,以大隆组硅质泥岩夹凝灰岩结束,该组沙堡湾产双壳类化石的泥岩出现为分界标志。第四系(Q):为浮土型、残积型、堆积滑塌型,不整合覆于各地层之上。为粘土、亚粘土、砂砾、卵石、碎石等。厚0~50m。二)地质构造区域构造上矿区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区和毕节北东向构造变形区交汇部位,其主体构造为纳雍东西向构造带,矿区所处具体构造部位为该构造带东段南侧。位于井田北部的猴子洞断层(F1)为该构造带的组成成分,以北东东向横跨井田,为井田北部边界构造。褶皱:本矿井构造形态总体为一微型向斜构造。井田及邻区褶皱有桃园向斜、化以岩向斜和大营坡向斜。对本矿井煤层赋存有影响的褶皱为桃园向斜。桃园向斜北起井田北部外围,北东起从猴子洞向南西经桃园一带,在井田南西侧外围的大沟头汇于F2之上,总体呈北东向展布,区内长约2.5km。向斜核部及两翼出露为T1y1中部至P3l地层,岩层产状平缓,倾角一般5°~20°。两翼岩层产状不甚对称,北西翼岩层产状不稳定,倾向一般为150°~250°、倾角5°~30°,平均小于20°;南东翼岩层倾向250°~320°、倾角5°~15°。除局部地段外,总体上岩层呈缓倾斜产出。断层:井田内已查明的断层共有8条,其中除F1、F2、F3断层断距较大以外,其余位于井田以外或断距较小,现分述如下:F1断层:位于井田北部及外围的龙头山垭—大河沟—化以岩—猴子洞一线并延出井田以外,井田内长约1500m。呈北东东—南西西向展露,为逆断层。断距由北东向南西逐渐从约30~50m增大至>250m,断层倾角为60~68°。为本矿井北部边界断层,对煤层开采影响较小。F2断层:为一逆断层,位于井田西部及外围,北端交于F1之上,南端延伸出井田以外,井田内展布长度约1200m。呈北北东—南南西向展露。北西盘地层岩层倾向由北向南逐渐从南西—南东过度为北西向,倾角一般为6~13°;南东盘地层岩层倾向整体为北西向,倾角一般为6~15°,断距约30~50m。该断层地表附近为居民区,设计已将其划在煤柱保护区内,因此对井下资源开采影响较小。F3断层为逆断层,位于井田东南角及外围的柯家营—栅子门西侧一线,北端在栅子门北西侧尖灭,展布长度约>2700m。断距约0~30m。该断层为本井田东南边界断层,在井田范围内对煤层开采影响较小。F4断层:位于F1断层以北,性质不明,对煤矿区内煤层没有影响。F5、F6、F7、F8等断层为井田内零星分布的一些次级小断层,产出于含煤岩系岩层中,断距一般为2~<10m,除F6为正断层性质外,其它均为逆断层。它们对煤矿区内含煤岩系及煤层造成小规模的错断,但破坏性不大。对煤层开采基本没有影响。本矿井资源主要赋存于桃园向斜东南,煤层沿走向起伏较小,呈单斜构造。且F1、F2、F3位于村寨煤柱范围内或井田边界,对煤层开采影响较小。F4、F5、F6、F7、F8断层断距较小,呈零星分布,规模较小。因此,桃园向斜东翼构造简单,桃园向斜西翼构造中等。总之,本矿井构造复杂程度为中等。(四)矿区可采及局部可采煤层二叠系上统龙潭组(P3l)为本区含煤地层,底部与峨嵋山玄武岩组呈假整合接触,顶部与长兴组整合接触。主要由粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩夹炭质泥岩、页岩、灰岩和煤组成的海陆交互相含煤沉积组合。含煤地层厚240.38~261.45m,平均厚250.57m。煤层(线)累计总厚度14.26~16.28m,含煤系数5.71~6.77%;全区可采、大部可采和零星可采煤层12层,其中全区可采煤层2层(M6、M30),大部可采煤层1层(M15),其余均为零星可采煤层。现将各煤层分述如下:M6煤层:位于龙潭组二段P3l2顶部,呈层状产出,煤层厚1.44~6.08m,平均厚度2.95m,;变化系数为39.78%,稳定指数为8.63%。属全区可采较稳定中厚煤层。该煤层在东部、南部一带普遍含1~3层夹矸,沿倾斜方向夹矸数量及厚度减少。煤层直接顶板主要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩,部分具炭质页岩(泥岩)伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩,部分为含炭质粉砂质泥岩。煤层结构复杂。上距P3C约50m左右,下距M15煤层62m左右。M15煤层:位于龙潭组二段P3l2底部,呈层状产出,煤层厚0.39~1.80m,平均厚度1.12m,变化系数为38.91%,稳定指数为22.25%,属大部可采不稳定薄煤层。由东向西,煤层厚度增厚,变化趋势明显。煤层直接顶板主要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩,部分具炭质页岩(泥岩)伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩,部分为含炭质粉砂质泥岩。煤层结构较复杂。下距M30煤层104m左右。M30煤层:位于龙潭组一段(P3l1)下部,呈层状产出。煤层厚0.90~1.87m,平均厚度1.41m,变化系数为18.20%,稳定指数为8.28%,属全区可采较稳定中厚煤层。厚度变化无明显规律。煤层直接顶板主要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩,部分具炭质页岩(泥岩)伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩,部分为含炭质粉砂质泥岩。煤层结构较简单。各煤层厚度、变化系数统计见表1-2-2。根据煤层及其顶底板特征,可采煤层特征见表1-2-3。表1-2-2?煤层厚度、变化系数统计表可采性煤层编号均值(m)标准差变化系数(%)稳定指数(%)稳定程度全区可采M62.951.173839.788.63较稳定M301.410.255818.208.28较稳定大部分可采M151.120.435438.9122.25不稳定零星可采M50.720.309342.9638.19不稳定M70.700.307244.2040.70不稳定M80.640.251339.4639.65不稳定M90.800.377347.0637.56不稳定M130.650.371357.3756.74极不稳定M180.590.323954.5558.79极不稳定M200.400.206252.2084.58极不稳定M280.680.364653.9651.11极不稳定M320.630.296247.0147.76极不稳定表1-2-3可采煤层特征表煤层编号厚度(m)间距(m)煤层结?构煤层倾?角顶底?板?岩?性煤层稳定性最小最大平均最小最大平均夹石层数。顶板底板M61.446.082.9558.566.361.941-37~16粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩泥岩较稳定,全区可采,煤层结构简单~复杂M150.391.81.120-17~16粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩泥岩不稳定,大部可采,煤层结构简单~复杂73.5122104.2M300.91.871.4107~16粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩泥岩较稳定,全区可采,煤层结构较简单二、误揭煤层的原因?由于本矿井内未进行详查和精查的地质勘探工作,区域内的地质构造、煤层层数、煤层埋深、煤层产状及断层、褶曲等不甚了解;煤层瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯释放情况、瓦斯渗透情况等有待测定;再加上实际操作过程中由于管理不到位或人为因素导致出现偏差,就有可能出现误揭煤层现象,引发煤与瓦斯突出事故。三、加强组织领导(一)成立防止误揭煤层工作领导小组组长:杨明国副组长:胡明华、郑盛钗成?员:唐勇、郭祥、赵院生、赵绍林、欧夏斯、徐显光、高怀斌、张进、柯贞举、王桂蜜、娄现军、刘家强、林加兵、林日品、郭密、李静、谭佳喜、熊灿跃组长:对整个防止误揭煤层统一安排,负主要责任。副组长:听从组长指挥,负责安排、督促落实误揭煤层的相关事宜。成员:负责落实防止误揭煤层的具体工作。(二)成立探防队王桂蜜为队长,主要负责探放水及防突工作。成员由高怀斌、张进、柯贞举、林加兵、刘家强、谭佳喜、林日品、熊灿跃、郭密、李静组成,严格按设计钻孔进行施工和记录。四、安全技术措施1、巷道的掘进施工,必须严格做到“有掘必探,有疑必探,先探后掘”。钻孔的深度、个数、方位必须符合《11运输斜巷防止误揭煤层钻孔示意图》的规定。必须保留20m的安全超前距离。2、加强钻孔检查验收,提高钻孔施工质量。打钻过程中,必须安排一名专职瓦检员现场盯守,密切注意打钻过程中出现的各种异常情况,随时掌握第一手资料。特别注意打钻穿透的各个层位,并做好记录检查。3、加强瓦斯地质预测预报,准确掌握煤层赋存位置情况,防止误揭煤层。瓦检员要不断检测钻孔中瓦斯涌出情况,发现瓦斯异常或超限时,必须停止一切工作,切断井下动力电源,撤出人员,加强通风稀释瓦斯。4、钻进过程中,如遇到破碎、顶钻、卡钻、喷孔等其他动力现象,必须立即停止钻进,但不得拔出钻杆。5、加强监测监控,保证监控有效。按照“装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速”的要求,加强监控设备的日常检修和维护,保证监控设备完好,数据准确上传,实现井下24小时不间断的监测监控。6、必须保证井下所有电气设备的防爆性能良好,杜绝一切火源入井。7、掘进中发现地质、矿压、瓦斯异常,必须立即停止工作,待采取措施安全后方可恢复其他工作。8、必须保证掘进工作面有足够的新鲜风流,风量必须满足现场需用,严禁无计划停风或微风作业。9、严格执行“四位一体”综合防突措施。安全矿长加强防突知识的培训,提高施工人员防突意识和能力。切实抓好突出煤层掘进、异常地质构造条件下防突工作,采取有力措施,防止煤与瓦斯突出事故的发生。10、掘进过程中注意事项:(1)刚开始钻进时压力不宜过大,要轻压慢钻,以免崩刃或打坏变速齿轮;待钻进两根钻杆,工作平稳后,压力再逐渐增大。(2)开钻前先开水,并要保证足够的流量,不许干式钻眼。(3)钻工在钻进过程中要认真观察钻机运转情况,即观察油压、钻孔内的排水。钻孔内的震动声音等情况。(4)钻孔过程中必须有专人记录钻孔深度及多少根钻杆时出现的异常情况,如涌水量大、瓦斯异常、遇到煤层等。(5)瓦检员必须跟班检查气体浓度,随时检测掘进工作面的瓦斯(二氧化碳)浓度,如果掘进工作面瓦斯浓度超过1%(二氧化碳超过0.75%)时,必须停止钻进,立即撤出工作面人员,加强通风,稀释瓦斯(二氧化碳),并立即汇报矿调度室和当班带班领导。(6)钻进过程中,出现喷孔严重时,必须停止钻进并保持钻进空转,并及时汇报矿调度室和当班带班领导。(7)钻进过程中不可停风,如停风所有人员应立即撤出掘进工作面,切断井下所有电源,恢复通风后应先由瓦检员与当班班长(瓦检员在前,班长在后)一起,由外向内的逐步检查瓦斯浓度,一旦发现瓦斯、混合气体浓度超过规定时要立即停止前进,等巷道中瓦斯、混合气体浓度不超标时方可安排工人入井作业。(8)在钻穿探孔或打穿溶洞后,如出现停风、停电,应立即撤出井下所有人员并在配电房手动切断井下所有电源,恢复作业前由瓦检员和当班班长(瓦检员在前,班长在后)一起,由外向内的逐步检查瓦斯浓度,若瓦斯浓度不超过1%,方可恢复井下电源,允许工人入井作业。(9)突发事件处理程序:井下工作面瓦斯急剧增加,工作面中瓦斯浓度超标;工作面瓦斯积聚;有毒有害气体超标;钻孔中涌水增大且有压力;片帮、冒顶等突发事件应立即停止钻进,切断井下动力电源,撤出所有人员,上报矿调度室和当班带班领导;矿领导和项目部领导开会研究处理方案,同时向公司汇报情况及研究处理方案。事故发生后当班班长第一时间在井口清点出井人员,若下井人员没出井或井下还有人员,应立即向矿领导和项目部领导汇报,由矿领导和项目部领导根据实际情况采取相应措施组织入井搜救,如灾情严重,再向上级部门汇报,请求矿山救护队援救。所有入井人员必须携带好自救器。(10)其他不足之处,请严格按照《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》等相关规定执行。五、附图防止误揭煤层钻孔示意图避灾路线图

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