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大倾角工作面回采综合安全技术措施

编辑:制度大全2019-04-21

2313外下综放工作面现已安装完毕,工作面面长65m(平距),推进长度328m,煤厚平均6.5m,煤层倾角23.0°-49.0°,平均36.0°,储量155238吨,设计月产量51480吨,可采期3.0个月。工作面及四周共发育五条断层,其中影响较大的有四条。

由于工作面倾角大,顶板控制困难,设备易下滑、侧倒,为保证回采期间施工安全,特编制本措施。

一、?开面支架进入煤壁措施

(一)面前施工导硐

2313外下工作面切眼倾角较大,切眼超高且煤壁较碎,支架超高段上方已打木垛足顶,为保证开面安全,采取面前施工导硐的方法使支架进入煤壁。

导硐宽2.6m,高2.2m,采用锚网索联合支护。顶板打设4棵锚杆,锚杆为φ18×200Omm的全螺纹钢树脂锚杆,每棵锚杆采用2块树脂药卷固定,锚固力不小于85kN,排距×间距=800×80Omm;锚索采用φ17.8mm钢绞线截制,强度1860MPa,长度不小于6.0m,锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于1.0m,锚索锚固力不小于100kN,排距×间距=1600×160Omm。同时在导硐内支设2排DZ25型单体液压支柱加强支护,柱距中-中1.4mm,柱帽采用150×200×200mm方木。

(二)支架进入导硐措施

支架超高段已打#型木垛足顶,采取由上而下直接拉架的方法进入导硐,拉移步距600mm,采取以下措施:

1、在面前煤壁沿底板每隔一架打一根φ18×200Omm的高强度左旋螺纹钢树脂锚杆,每条锚杆使用2块Z2380树脂药卷固定,垂直工作面斜向下10-20°打锚杆,锚杆预紧力不小于80KN。

2、用5m长圆环链把支架锁在所打螺纹锚杆上,利用支架推移前部运输机,拉移后部运输机,推移步距为600mm。

3、解开锁支架的圆环链,把前部运输机用圆环链锁在所打锚杆上,从上往下依次拉移支架并利用底调油缸、侧护和单体支柱随时调整好支架状态,支架拉移步距600mm。

4、下一循环依次进行,直到支架顶梁全部进入导硐为止,进入正常拉架状态。

(三)过导硐注意事项

1、进入工作面前作业时,前部运输机、机组必须停止运转,并停电闭锁。工作地点上方和下方必须设好防护网,扎好工作平台,并有专人掌握好安全。

2、支架调整、拉移时注意事项:

⑴支架调整时所有人员必须闪开架间受力的圆环链,防止圆环链崩断伤人,所调支架以下5m之内严禁站人,防止被顶板落下的煤矸砸伤。

⑵利用单体支柱调支架时,必须在支架上方5m之外远距离供液,回撤支柱时,必须用不短于1.2m的长把工具在支柱上方远距离回撤,严禁人员站在支柱倾倒可波及的地点,所用单体支柱必须带帽且拴绳防倒。

⑶支架拉移时所拉移支架下方不允许站人,防止被顶板落下的煤矸砸伤。所有人员必须闪开圆环链崩断可能波及的地点。

二、设备防倒、防滑措施

(一)回采工艺上采取的措施

1、工作面在生产过程中调成伪倾斜,呈伪斜5-8°,即下端头超前约7-10m,并根据工作面倾角变化随时调整超前量。使工作面推进一刀拉移支架产生的上移量基本抵消支架拉移一刀的下滑量。

2、采煤机严格执行由上而下单向割煤,保持工作面三机纵向稳定性,避免采煤机双向割煤上行时由于功率不足引起的机组割煤速度慢、易下滑和上行割煤块煤向下掉落伤人等现象。

3、工作面下端头留设防倒弧,运输机头段留设15m小坡度防倒弧平台,使工作面下端头底板呈弧形状态,增加工作面下端头排头支架的稳定性,防止上部支架下滑、歪倒。

4、移架时采取由上而下单向移架,拉第一架时,必须先调整好方向和倾斜度,为下一支架的拉移调整好合理的移架空间,然后拉架升紧。

5、由下而上单向推(拉)移运输机,严禁从上端头和中部推移输送机,防止运输机下滑。

(二)工作面设备防滑

1、支架防倒防滑设施:在支架底座每2架加设一组底调油缸,在拉移过程中利用底调油缸和支架本身的侧护油缸及时调整支架状态,防止支架下滑,保证支架平直。

2、严格控制机割高度2300±100mm,保证机割质量,顶底板平整,使液压支架与顶底板接触严密,保证支架有足够初撑力,防止支架下滑。

3、拉移支架时采取擦顶移架法,坚持少降快移,减少空顶时间,控制好顶板。移架后支架与顶板应接触严密,严禁支架上仰下倾,并经常进行二次注液,保证初撑力达到规定要求。工作面局部片帮掉顶,梁端距超过规定时,应及时移架接顶实现对顶板的超前支护。

4、端头支架防倒滑:拉架前用底调油缸先调整支架方向、倾斜度,保证第一架底板平整,调整好支架以后拉靠升紧,为下一支架的拉移创造好条件;当支架出现失稳现象时,利用支架的侧护、底调等调偏油缸及时找正支架。

5、中间支架防倒滑:拉架时由上向下顺序,支架间距超过规定时,先调底座间距,然后调倾斜度,保持支架平稳,杜绝前倾后仰,防止支架下倾造成中部倒架;当支架出现失稳现象时,利用支架调偏油缸及时调整,保证支架齐直、稳定。

6、支架操纵阀组设置支架把手闭锁装置,防止工作面人员在架间工作、行走时,误碰支架操纵阀,造成支架失稳、倾倒。支架把手闭锁装置必须正常使用,操作完支架后必须把支架把手打到“0”位,合上支架把手闭锁装置。

7、正常移架操作顺序:

(1)移架前,检查好支架管路、阀组和各移架油缸是否完好,观察好煤壁和顶底板情况,有问题及时处理。清理好架间浮煤、矸石,保证支架顺利前移及底座接底。

(2)收起支架把手闭锁装置,收回支架护帮板和侧护板。

(3)带压擦顶移架,同时打开降柱及移架手把,当支架可移动时立即停止降柱,把支架拉移至规定位置。

(4)调架,利用侧护油缸和底调油缸调整好支架,保证支架间距合理,不歪斜,中心线符合规定,推移千斤顶与前部运输机保持垂直,全工作面支架排成支线。

(5)升柱,保持支架顶梁与顶板严密接触约3-5秒,使支架达到额定初撑力24MPa。

(6)伸出打开护帮板护实煤帮,伸出侧护板使其紧靠相邻下方支架。

(7)将各操作手把打到“0”位,合上支架把手闭锁装置。

8、前后部运输机防滑设施:在前后部运输机头处各设两组防滑油缸,工作面中部每隔3-5架加设一组防滑油缸。随着工作面的回采,根据工作面倾角变化,适当增加或减少防滑油缸的数量。在推(拉)移运输机时,利用防滑油缸及时调整运输机,防止运输机下滑。

9、防前部运输机侧翻、失稳:根据煤层倾角大小,在工作面上每隔5-10架支架设一个压杆油缸。油缸的上端安装在支架顶梁上,下端对着支架推移连杆。在机割或者推移运输机时,压杆油缸伸长压在支架推移连杆上,使推移连杆紧贴底板不上翘,防止与推杆相连的运输机侧翻。

10、采煤机防滑

(1)MG150/368-WD型采煤机设有变频器和液压闸,当采煤机下行割煤时,采煤机的下滑力大于采煤机所受阻力的情况下,通过变频器改变牵引电机的电源电压和频率实现对牵引电机的调速,有效控制采煤机下行速度;当采煤机停机时,液压闸动作,阻止机组下滑。

(2)采煤机割煤严格执行由上向下单向割煤,当采煤机返机时,及时推移前部输送机;采煤机停机时,两个滚筒落地,滚筒切入煤壁,停电闭锁。

(3)日常加强机组检修维护,保证机组各系统完好可靠;检修时,使用钢丝绳套一端固定在机组摇臂上,另一端固定在支架上,防止检修期间突然下滑伤人。

(4)采煤机司机坚持正确操作采煤机,并持证上岗。未经专门训练、培训的人员严禁操作采煤机。

11、采煤机电缆防滑

当采煤机自上而下单向割煤时,采煤机每机割10m后,工作面停机闭锁,把采煤机后方叠起的电缆拉移到采煤机前方的电缆槽内,防止后方叠起的电缆下窜伤人。

(三)工作面防矸措施

1、工作面生产期间,行人、工作必须在架间,采煤机司机使用好机组遥控发射机,发现问题及时停机处理。工作人员若需进入面前工作时,工作面设备必须停机闭锁,工作地点上方必须设好防护网,并有专人掌握好安全。

2、在5#、20#、35#架支架人行路分别加设一组挡矸帘,挡矸帘必须正常使用,机割时采煤机机身以下严禁行人或有人工作,防止矸石从前部运输机窜出伤人。支架侧护板保证正常工作,挡严架间空隙,防止顶板漏矸或采空区矸石窜入支架空间。

3、在前、后部运输机机头处分别加设一组挡矸帘和护皮,工作面正常生产时,人员严禁在前、后部运输机头站立或工作。

三、工作面增添、回撤支架措施

由于煤层倾角变化,工作面长度变化大,需要增添5个支架,后期回撤7个支架,为保证施工安全,工作面上端头三个支架采用放顶煤支架,添架时,支架尽量添在上端头,简化增添工艺,需增添、回撤中间支架时,采取以下措施:

(一)准备工作

1、需要安装的ZF4200/16/26型中间液压支架及溜槽已存在轨道顺槽开帮处。

2、支架增添、回撤时,超前支护段由3排DZ28-31.5/100型单体液压支柱支护,柱距中-中900mm,排距中-中1150mm,同时使用12#工字钢(长3000mm)每两路顶梁(即1800mm)搭设一抬棚,抬棚支设在顶梁下方,用DZ28-31.5/100型单体支柱支护,排距中-中2300mm,根据现场条件可适当调整工字钢数量,同时抬棚搭设完毕后撤除中间排单体液压支柱,待支架拉移到位后及时恢复。

3、在工作面添加、回撤支架以上支架和以下一架沿与工作面煤帮平行方向铺设菱形金属网,金属网规格是7000×900mm,网与网的搭接不小于100mm,并用12#镀锌铁丝连好(每扣至少拧2-3圈)。金属网为双层网铺设,每排金属网搭接0.4m,随工作面推进支架前移,金属网依次铺设在支架顶梁上部,当金属网被工作面后部矸石压牢时,停止铺设。

4、当金属网铺设至支架后立柱上方时,开始在其支架上方网下布置好四排12#工字钢(长3000mm),且靠紧布置。在倾斜方向上相临两条工字钢相错1500mm,在走向(推进)方向上相临两条工字钢间距1200mm。为抽出支架维护顶板创造好条件,确保安全施工。

5、当金属网被工作面后部矸石压牢时,支架停止前移,拆除机尾10架液压支架的推移连杆,使用单体液压支柱只推移前部运输机,机尾段继续推采,割出抽出支架的进出架空间。出架空间采用木板棚配合单体支柱进行支护,即木板棚的一端由支架的前梁托住,另一端靠煤壁支设单体支柱。

6、拆开抽出支架上方支架与后部运输机的软连接,清除支架处架间及前、后部运输机的浮煤浮矸及杂物,并将沿途支架管路、电缆等吊挂掩护好,以防损坏。安装的信号必须达到清晰、灵敏、可靠。

7、增添、回撤支架前把所有工具准备好,各种规格的葫芦、千斤顶、钢丝绳套、马蹬。

8、在轨道顺槽超前支护外将14T绞车固定好,设好声光信号。安装的信号必须达到清晰、灵敏、可靠。

9、增添、回撤支架前四个割煤循环,采用机割控制和人工落底的方法在机尾四架造一个不大于20°的增添、回撤支架防倒平台。

(二)增添中间支架及中间槽措施

1、前后部运输机停电上锁,断开后部运输机机尾处刮板链,拆除后部运输机机尾抬高槽与中间槽的哑铃以及机尾拉移的联接。利用手拉葫芦和单体液压支柱配合将后部机尾上牵,留出添后部运输机槽的空间。

2、添加后部中间槽和适当的刮板链,与后部运输机合茬并紧好车,将支架与后部运输机尾联接好。

3、利用14T绞车和20T回头滑子(作定、动滑轮用)把溜尾处的三个排头架陆续上牵,并以不少于3个3T以上手拉葫芦固定,上牵的排头架间间距不大于0.5m,当排头架与中间架架间间距够1.7m时,用所要添增的液压支架自身的推拉油缸配合单体液压支柱把支架增添到位并调正支架。

4、断开前部运输机机尾处刮板链以及机尾抬高槽与中间槽的哑铃。拆除前部运输机尾与支架的联接,利用手拉葫芦和单体液压支柱将前部机尾上牵,留出添前部运输机槽的空间。

5、添加前部运输机中间槽和适当的刮板链,与前部运输机合茬并紧好车,将支架与前部运输机尾联接好。

6、添架完毕后撤除临时供液管路,清理现场,电缆和管路整理吊挂整齐。

(三)回撤中间支架措施

1、前部运输机停电上锁,在机尾处断开刮板链,拆除机尾与中间槽的联结,使用手拉葫芦把中间槽拖出,转运走,利用手拉葫芦和单体液压支柱配合将机尾下牵暂存并以葫芦固定。

2、用40T刮板运输机圆环链把轨道顺槽内JDH-14绞车的滑头和所撤出支架推溜油缸连接起来。启动JDH-14绞车,涨紧钢丝绳后停止,利用不少于2个5T手拉葫芦对支架进行防倒保护,利用单体支柱配合撤出支架自身的推移油缸把支架拉移到轨道顺槽。

3、支架抽出后,用抽前部运输机中间槽的方法把后部运输机中间槽抽出一节并运走,把前后部运输机重新安装好。利用单体支柱将上方支架下移并与下方支架合茬;调正支架并与前后部运输机联接好。

4、撤除临时供液管路,清理现场,电缆和管路整理吊挂整齐。

5、液压支架下移后及时在轨道顺槽内支设两路单体支柱配合双销金属铰接顶梁的走向支护,并在切顶线上支设密集支柱。

(四)添中部槽措施

1、到面前作业时,要看好顶板煤壁,做好敲帮问顶,用长把工具找掉活煤浮矸,要有专人监护,防止片帮伤人,运输机、煤机要停电闭锁,严格执行停电挂牌和谁停电谁送电制度。长时间作业时,可用护帮板和半圆木腰帮,片帮时必须支棚维护,打好贴帮柱,有片帮或来压迹象时,人员及时躲入安全地点

2、用钎子等撬溜槽时,钎子要插牢,人员要站稳,防止人员闪倒。

3、打贴帮柱或降架上料时,必须有专人监护,施工人员至少三人一组,口令要协调一致,防止挤手砸脚。

4、单体液压支柱要及时拴绳防倒,要支一棵拴一棵,拴绳要可靠,绳要拉直,绳头要固定。

5、所有单体液压支柱要支到实底,与顶板垂直,达到初撑力,保证迎山有力。

6、挪移溜槽时,溜槽出现歪倒、滑落时可能波及的范围内严禁站人。

7、用单体液压支柱调整溜槽时,必须专人远距离(不少于5m)缓慢供液,所有人员要闪到安全地点,单体液压支柱要栓好,严防崩落伤人。

8、施工期间,严禁随意操作施工地点周围的10个支架。

9、用单体液压支柱进行掐链或紧链时,单体液压支柱要生根牢固,根部垫木座防滑,要拴绳防倒,人员要在5m以外的安全地点远距离缓慢操作,严防单体液压支柱打滑或打断刮板伤人。

10、施工过程中,要注意对电缆的保护,不准生拉硬拽电缆,要防止电缆被挤、砸、碰伤。

11、施工完毕必须空机试运转10min以上,无异常情况后方可正常开机。

(五)其它安全技术措施

1、所支的单体液压支柱都要迎山有力、穿鞋支设,初撑力不小于6.5MPa,并用麻绳或连杆联栓牢固,以防倒柱伤人。

2、严格执行“先支后回和敲帮问顶”制度,先支设替柱再回撤防碍工作的支柱,严禁空顶作业。所有工作人员都必须在完好的掩护下工作。

3、利用单体液压支柱下移液压支架时,严禁空顶作业,两支架之间距离不大于0.5m,支架升紧,保证初撑力不小于24MPa,才允许撤走架间支护。

4、在顶移牵拉支架过程中,支架歪倒所能波及的范围内和绳道两侧严禁有人,以防倒架、断绳伤人。

5、送电及操作电器设备必须由专职电工进行,并执行“三级保险”制度,站好岗,挂好牌,联系妥当,所有电气设备不得有失爆现象。保护好各类设备、设施,禁止破坏损伤。

6、拆、卸、砸、拖、拉、抬、撬等必须叫应好,做到统一指挥,统一行动。现场使用的工具、索具安全设施谁使用谁必须认真仔细检查。

7、拆接链子时,要把溜槽内的链子用葫芦固定好,以防溜槽内的链子弹出溜槽伤人。

8、利用14T绞车和20T回头滑子拉运液压支架时,20T回头滑子作为动滑轮使用时,牵引钢丝绳末端要固定牢固,其生根要用单体液压支柱打牢,严禁直接利用巷道支护锚杆或锚索做生根。

9、施工人员必须持证上岗,工作中不得擅自脱离工作岗位。遵守好各项劳动组织纪律,严格执行本工种岗位责任制及操作规程。

四、过2313胶带顺槽(老硐)措施

2313胶带顺槽(老硐)采用锚网索联合支护方式,在生产之前从切眼以外100m内打设木垛加强支护。木垛料规格150×200×2000mm方木,木垛中-中5m。

1、生产过程中,在2313胶带顺槽(老硐)超前20m木垛之间加支三排DZ28/100型戴帽点柱对顶板进行支护,柱帽规格为150×200×2000mm的方木。单体支柱间排距900×1150mm,单体支柱要拴好防倒绳,防止倒柱伤人。

2、工作面推进到木垛位置时,首先工作面采煤机、前部运输机等设备停电闭锁,严禁人员操作工作面支架。利用手拉葫芦将木垛拉散,利用长柄工具(不小于1.5m)将木垛料回收。

3、利用手拉葫芦拉散木垛前,必须在木垛周围打好戴帽单体支柱,控制顶板,并在回撤人员身前打好护柱。

4、回收完木垛料后及时由外向里支设单体支柱。单体支柱要穿鞋戴帽,迎山有力,保证单体支柱初撑力不小于6.5MPa。

5、将回收的木垛料转运至外段重新打设木垛。保持超前工作面一排及时回撤单体支柱。

6、利用以上方法循环打设木垛,直至工作面回采结束。在2313胶带顺槽(老硐)存放备用支柱数不少于30棵。

五、生产期间其它措施

1、当支架出现倒架、咬架、挤架等情况时,必须停止生产,调整好支架状态,方可继续恢复生产。

2、工作面过断层等特殊地段时,要坚持上网和适当控制放煤量或停止放煤,并加快推进速度,由副队长以上管理人员跟班并重点处理顶板和煤帮。

3.工作面开面至初次来压、基本顶垮落阶段,必须坚持全面挂网,同时严禁放煤。在来压过后视顶板情况可适当放煤,但仍需挂网,自上端头(溜尾)往下至少15架严禁放煤。

4.当支架前梁冒高超过0.5m时,必须及时进行超前处理,用木料打成井字型木垛足顶背实,加强顶板控制,防止冒落高度和范围的扩大,造成大面积冒顶。

5.当出现顶板破碎、冒顶、片帮情况时,必须及时采取超前移架、上网、打超前锚杆等措施及时控制顶板。当顶板破碎、冒顶、片帮严重时,必须停止生产,采取装顶措施,处理完毕后方可恢复生产。

篇2:工作面风巷掘进防突安全技术措施

附:1.S21201工作面风巷瓦斯地质图2.S21201工作面风巷预测孔布置图3.S21201工作面风巷掘进超前排放、效检孔布置图4.S21201工作面风巷掘进通风系统及防突避灾路线图一、概况1.区域采掘情况S21201工作面位于+590m水平+674m区段的南一采区,在8~9号勘探线之间,对应上部为S2111采空区,南部为F63大倾斜逆断层影响带,北部为N21201工作面正在准备过程中,下部是该面机巷正在布置中。该掘进工作面对应地表为漆树湾、杉树屋基一带山地,地表出露岩层为长兴组二至三段(P2C2+3)地层。地面标高为+997.0~+1091m,该巷标高为+676.01m。2.地质构造该掘进工作面在施工过程中由于受F63大断层派生断层的影响,煤层的走向和煤厚、倾角都会发生变化,对掘进有一定影响。3.瓦斯地质该K1煤层属煤与瓦斯突出危险层。煤尘爆炸指数为17~27%,煤尘具有爆炸危险性。发火期4~6个月,并具有自燃发火趋向。4.煤岩特征该面煤层走向不稳定,倾角为34°左右,走向226°,煤厚一般2.0米左右,含夹矸0-2层。由于受F63大断层的影响,在工作面掘进时遇到F63派生断层影响,因此煤层走向和厚度均会有一定的变化。5.突出危险性分析该区域开采K1属单一煤与瓦斯突出煤层,其上覆盖层厚度为397~515m。但该巷距上部开采S2111工作面机巷斜长仅有5~8m的范围。按本矿井本煤层开采后对下部有6~10m的自卸压范围,因此该巷在本煤层开采后自卸压范围内掘进。根据实测该区域K1煤层原始瓦斯含量为11.85m3/t。以致突出危险性不大,为了切实作好防突管理,该巷掘进视为突出威胁区对待,采取连续跟踪预测防突措施。(附S21201风巷掘进瓦斯地质图)二、巷道布置、服务年限及开竣工时间1.巷道布置S21201综采工作面回风巷从+674m南一石门K1顶板挂口,由北向南掘进。预计全长200m。2.服务年限:8个月3.预计开竣工时间该风巷掘进于2007年12月份开工,预计2008年7月份完工。三、巷道施工1.掘进方式该巷掘进方式为爆破作业。采用7655型风锤打眼,人工装载,一吨固定式矿车运输。2.巷道断面及支护1.巷道断面为梯形断面。断面规格:下净宽为3.6m,上净宽为2.2m,净高为2.2m;断面积:S掘=8.32m2,S净=5.985m2。2.断面内支护采用11#工字钢支护,正常情况下支架间距为0.8m。四、突出危险性预测根据突出危险性分析,该巷掘进过程中采取连续跟踪预测。1.预测采取钻屑解析指标法,采用ZFS-15型风煤钻机施工,钻孔孔径Ф42mm。临界指标取K1=0.5ml/g·min1/2;钻屑量取S°=6kg/m。2.预测孔必须按设计要求采用放线法施工,孔数3个,控制巷道上方2.5m,下方3m,其拆算孔深11.4m。掘进时,必须同时保证预测孔至少5m折算超前距。3.预测孔由掘进队指派2人负责施工。同时防突工对每个钻孔间隔2m测定防突指标和钻屑量,并负责采用量具量取巷道的煤层倾角、煤厚及巷道是否转向等。效检报告单经通风科审查原始记录无误并签字后,报矿总工程师审批可掘进尺。(附:预测孔设计图)五、防突安全技术措施该巷防突区域掘进连续跟踪预测作业,其预测超标、喷孔、顶钻、夹钻或煤粉及矸渣温度、煤层发生变化等异常情况后必须采取抽放消突措施。(一)本层预抽瓦斯技术措施1.抽放孔采用ZYG-150B型钻机,孔径Φ75mm,抽放半径为1.5m,挂孔间距为0.5m,终孔间距倾斜方向按孔间距2.4m布孔。每循环布置8个抽放钻孔(单排布置,采取中深孔相结合的方式)。2.抽放孔控制范围:控制巷道轮廓线外沿煤层倾斜上部至少3m;下部至少5m;前方水平距离30m范围。3.本层预抽孔必须选择对所有钻孔每隔5m测定一次防突指标。4.抽放钻孔施工过程中,应详细观察有无喷孔、顶钻、夹钻、瓦斯涌出异常、煤粉、矸渣的温度、煤层变化等情况,并如实记录其严重程度。抽放孔施工完毕,必须实测钻孔开口参数(施钻碛头至最近一个导线点距离应予标注)。5.在实施抽放措施时,小于15m的孔封孔深度不得少于钻孔的1/2;大于15m的孔封孔深度不得少于10m;抽放孔孔口负压应不小于13Kpa。只有在抽放瓦斯量大幅度衰减,经抽放评估瓦斯抽放率达到30%以上后才能停止抽放,在掘进过程中必须保留10m的超前距。(二)超前排放瓦斯消突措施该巷掘进采取抽放消突后,经效果检验在抽放控制范围内发生防突指标超标或喷孔、顶钻、夹钻、煤粉及矸渣温度、煤层发生变薄变厚等异常现象,必须采取超前排放钻孔进行消突后进行防突效果检验,直到检验合格后,经审批后方可掘进作业。1.超前排放钻孔采用ZF-100型风动钻机施工,孔径Φ86mm,设计钻孔排放半径为0.65m,采用放线法施工。共11个钻孔,每循环超前钻孔最短折算孔深12m,控制巷道轮廓线外沿煤层倾斜方向上部至少3m、下部至少4m,每循环必须保留5m的超前距。(附:超前排放孔设计图)2.钻孔必须按设计施工,钻孔施工参数由施钻负责人把关,必须做好原始记录,并每班向矿调汇报施钻情况,原始记录填写规整。3.每个钻孔施工完后,必须由防突工数钻杆的方式方可拆出钻杆,若防突工不在现场直接拆出钻杆严格按“三违”有关规定处罚。4.防突工并在效检单中注明验孔情况及煤层厚度并签字,再由安全科组织验孔小组人员不定期抽查验证,验证后并保留抽查记录。5.每循环排放孔施工完毕,由打钻队技术人员绘制竣工图表送通风科审核后,再送矿总工程师审批,同时必须保证有5m的超前距。六、效果检验1.效果检验采取钻屑解析指标法,采用ZFS-15型风煤钻机施工,钻孔孔径Ф42mm。临界指标取K1=0.5ml/g·min1/2;钻屑量取S°=6kg/m。2.效检孔必须按设计要求布置在措施孔之间放线法施工,孔数3个,控制巷道上方2.5m,下方3m,其拆算孔深12m。掘进时,必须同时保证效检孔至少5m折算超前距。3.效检孔由掘进队指派2人负责施工。同时防突工对每个钻孔间隔2m测定防突指标和钻屑量,并负责采用量具量取巷道的煤层倾角、煤厚及巷道是否转向等。效检报告单经通风科审查原始记录无误并签字后,报矿总工程师审批可掘进尺。(附:效检钻孔设计图)4.效检值大于或等于临界指标或在施孔过程中有喷孔、卡钻等瓦斯动力现象时,视为有突出危险性,必须增补消突措施并经效检合格后,按规定重新报批后方可掘进。七、防突保证措施1.措施孔必须严格按设计参数布置钻孔,施钻过程中,现场人员发现赋存有较大变化时(煤厚达到3.0m以上时或遇断层或煤层变薄小于1.3m时),应及时向矿调、打钻队汇报碛头煤层变化情况,经矿总工程师组织查明情况后,由打钻队技术员补充设计,调整钻孔参数,报矿总工程师审批后执行。2.措施孔施工过程中,应详细观察有无喷孔、夹钻、顶钻、瓦斯涌出异常、煤粉、矸渣的温度、煤层变化情况,并如实记录其严重程度。措施孔施工完毕,必须实测钻孔开口参数(施钻碛头至最近一个导线点距离应予标注)。3.每班施钻负责人必须每班向矿调汇报施钻情况,原始记录填写规整,牌板保持整洁;孔深由防突工负责验收并签字.,验孔完毕后在原始记录中注明验孔情况。4.在措施孔施工过程中,通风副总必须组织安全科验孔人员进行竣工验收,若不按设计要求施工,必须重新补打,并由打钻队技术员根据验收参数编写.抽放钻孔竣工图表,报矿总工程师审批。5.每个钻孔施工完后,必须由防突工数钻杆的方式方可拆出钻杆,若防突工不在现场直接拆出钻杆严格按“三违”有关规定处罚。八、特殊情况下的防突管理1.施工中若遇断层或煤层变薄(小于1.3m),措施孔或效检孔达不到设计要求时,必须探明前方煤层赋存情况,由矿总工程师批示后,采取针对性措施施工。2.严格执行瓦斯涌出量预测突出危险管理办法,施工过程中,任一工序与上班同比瓦斯涌出量增大或减小达1倍以上时,必须立即停止工作、查明原因,视为有突出危险,采取防突措施进行处理。3.在预测(效检)合格后经审批控制掘进过程中,如碛头煤层厚度忽然增厚或减小0.5m以上时,必须重新进行突出危险性效果检验。九、安全防护措施1.根据供风要求,选用2×11kw局部风机压入式供风,风筒直径500mm,局部通风机安设在+674m南一石门以南10米的大巷新鲜风流中。通风系统如下:新风:局部通风机→+674m南一石门→S21201风巷→碛头。污风:碛头→S21201风巷→+674m南一石门→回风联络巷→+674m南一~+770南一回风上山→+950m总回风巷→地面。2.巷道供电设备必须设置“三专两闭锁”,当任何一个探头出现瓦斯超限或巷道停风时,所有供S21201风巷及其回风区域的动力电源必须自动断电。3.通风区已在+674m南一石门构建两道正反向风门,两道正向风门之间必须闭锁,严禁同时打开两道风门;风门墙的建造质量必须符合通风质量标准化规定,风筒过风门墙垛处必须安装防逆流装置,在掘进过程中必须确保防护设施灵敏、可靠。4.通风区在+674m南一石门回风联络巷的入口处必须打上栅栏,并揭示“禁止入内”警标。5.在+674m南一石门与S21201风巷内各按要求安设36个容量为40L的隔爆水袋,随时保证水量充足,并挂牌管理(由通风区安装好,施工队日常管理和维护)。6.压风自救器安设:在S21201风巷距碛头25m~40m处安设一组,退后每50m各安设一组直至+674m南一石门,每组压风自救器不少于5个头,每个头供风量不少于0.1m3/min。总阀保持常开,严禁关闭。7.进入该巷的所有人员都必须随身配戴压氧自救器。8.碛头必须安设放炮喷雾器,放炮时必须开启喷雾;各转载点各安设一组放炮喷雾,距回风联络巷口的石门中安设一组净化风流的防尘喷雾。探头编号安装地点报警浓度(%)断电浓度(%)复电浓度(%)T1距碛头<5m≥1.0%≥1.5%<1.0%T2距回风联络巷12m≥1.0%≥1.0%<1.0%T3内绞处≥1.0%≥1.0%<1.0%9.按下表要求安设瓦斯探头,随时保证完好,主机安在+674m南一石门风门外新鲜风流中(局部通风机处)。10.矿调度室必须在放炮点安设一部直通矿调度室的专用电话,确保电话的灵敏、可靠。11.施工抽放孔、超前排放钻孔之前,掘进队必须将碛头矸渣清除干净,支护跟进碛头,并架设迎面支架,对施工钻孔地点煤壁背扛严实,若无由安全科进行追查处理。12.施工中,通风区每班配备专职瓦检员,负责区域瓦斯检测和通风安全设施检查工作,对局部通风机严格执行挂牌管理,风筒出口距碛头不超过5.0m。13.坚持使用乳胶炸药和放炮喷雾装置,必须按“炸药—小段黄泥—水炮泥—黄泥”的装药结构进行装药,严格执行全断面一次装药,一次起爆;严禁一次装药,分次拉炮和边打眼边装药。14.严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度、“放炮请示制度”及“交换放炮牌制度”。放炮前由班组长负责将碛头、风巷及回风区域电器设备电源切断。班长、放炮员、瓦检员必须同时向矿调汇报,放炮后至少30分钟且待炮烟吹散、瓦斯不超限方可恢复送电进入碛头检查,若有安全隐患处理好安全隐患后,才能撤除警戒恢复施工。15.拉炮地点及警戒地点(1)拉炮点:设在+674m南一石门与大巷岔口以南300m的+674m大巷中(设置压风自救器)。(2)警戒点:(1)拉炮点,(2)+674m南一石门以北300m的大巷中,(3)矸石斜井与+674m南一车场;并在拉炮点和站岗点各安设一组压风自救器;在放炮时,施工队必须采用特制的警戒线将+674m南一石门围好。(3)撤人范围为:S21201风巷、+674m南一石门、+674m南一尾排底板巷、+674m南一石门以南、以北大巷各300m范围内、+674m南一变电所、机车充电硐室,放炮期间+674m南一石门以南、以北各300m大巷范围内严禁机车和人员通过。16.在放炮地点、警戒点实施挂牌管理,并注明放炮地点、警戒范围。17.施工中若出现瞎炮,只能在距瞎炮眼0.3m处且平行于瞎炮眼重新布置炮眼,并按要求执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度及重新布岗撤人和汇报制度。18.发现突出预兆时,受威胁人员立即使用随身携带的压氧自救器沿避灾路线撤离,紧急情况下可就近利用压风自救器自救。防突避灾路线:掘进碛头→S21201风巷→+674m南一石门→+674m大巷→+290m~+590m~+674m吊挂人车上山~+280m主平硐→+280m地面。19.若在安全屏障范围内发生超标时,必须采取ZFS-15型风煤钻,Φ42mm钻杆进行处理屏障超标,后方按防突措施要求进行处理。20.施工防突钻孔时必须保证均速钻进,使钻孔内排渣畅通,防止钻孔堵塞,施钻时必须在孔口设置喷雾降尘装置,边施钻边喷雾降尘,降低粉尘浓度。21.掘进过程中坚持使用好前探支架和棚距之间的金属扣寸,其正式支护严格按作业规程有关规定执行,防止放炮打垮支架等造成空顶、垮塌诱导突出事故发生。22.在S21201工作面风巷掘进过程中,+950m回风大巷、+674m~950m南一回风上山内严禁有人员行走。十、瓦斯涌出波峰预测突出有关规定通风区监测室必须对该面进行波峰预测,报监测队长、通风科长、通风副总、总工程师审批。如发现突出预兆,由矿总工程师负责明确针对性补充措施消突。十一、防突组织保障措施(一)管理人员组织保障措施1.矿长对该巷掘进防突管理工作负全面责任,应定期检查平衡防突工作,解决防突所需的人力、物力、保证防突工作的顺利实施。2.矿总工程师对防突工作负技术责任,及时组织研究解决工作面防突技术管理中存在的问题,具体组织防突措施的编制、会审、月复审等工作。3.掘进矿长负责按防突措施要求组织防突工作实施,并确保防突措施质量。负责保证防突所需资金的落实,责成供应部门及时提供防突所需材料、设施、设备及仪器仪表等,保证防突工作的顺利进行。4.安全矿长负责监督执行防突措施,定期组织检查防突措施的执行情况,对查出的隐患要出具书面整改单,落实相关人员限期解决。5.通风科和通风副总负责组织防突人员学习防突措施,监督、指导防突钻孔施工、并负责防突参数测定和收集。定期分析总结防突效果,提出防突管理改进意见。6.矿调负责对施工进度、措施孔施工、效检数据全面收集,填绘好动态跟踪图表,掌握好掘进进度,按措施规定组织安排并协调好防突工作。7.地测科加强地质预测预报和现场地质资料收集工作、施工进度测绘和汇报,为防突工作提供可靠资料;每半个月对巷道煤层赋存条件收集,并报矿总工程师。8.安全科负责监督检查本措施执行情况,并每周不少于一次跟班抽查防突钻孔的施工。9.通风区必须加强通风设施、监测系统和电动设备运行状态监控。监测中心站值班人员24小时值班监控,发现瓦斯异常时及时通知矿调处理,通过监测终端监控该区域防突管理动态情况。10.机电区负责对工作面所有动力电气设备设置“风电及瓦斯电闭锁”,每天专人检查选择性检漏装置完好情况;机电科每周定期检查电气设备防爆性能,并将检查情况书面向安全科汇报,有隐患及时整改,确保该面施工的供电安全。11.供应科负责及时提供防突所需材料、设施、设备及仪器仪表等,保证防突工作的顺利进行。12.施工队负责组织职工学习防突措施,在领导职工完成生产任务的同时,还必须负责教育并带领职工严格遵守措施的各项规定,严禁违章指挥、违章作业。(二)施工人员组织保障措施1.防突参数的测试由防突工负责,并向矿调作施工情况汇报,负责在现场作好防突标记(含防突管理牌)。在报审防突审批单时必须附有WTC仪打印单、施工防突孔过程中的瓦斯监测曲线、检验孔施工大样图(素描图)、原始记录单。工作面的素描及终孔报告单上必须有每一个钻孔的施工参数和测定指标。每个防突孔的最后1m必须测定指标。2.检验孔由施工队在防突人员指导下施工,必须严格按防突钻孔设计要求进行操作,如实际施工孔深无法达到、角度误差太大等视为报废孔,必须在距该孔0.5m范围内重新施工钻孔。3.通风区专职瓦检员负责班班检查区域安全防护设施完好情况。4.通风区放炮员按操作规程进行作业,严格按防突措施执行“一炮三检”、“三人联锁放炮制”和“放炮请示制”等。5.打钻工必须保证按设计参数施工防突措施钻孔,确保消突效果。(三)安全装备保障措施1.该面通风安全设施由通风区保证配齐、完善。由施工队负责维护、正常使用,严禁任何人为损坏和破坏,否则按“三违”处罚。2.该巷必备的防突安全装备如下表,设备在使用后必须在规定的地方堆放整齐,坏的设施、设备必须及时检修或更换。装备名称单位数量装备名称单位数量ZF-100型钻机台1压风自救器组5WTC防突仪台2ZYG-150型钻机台1监测分站台1钻杆m按需配备高低浓瓦斯探头个3隔爆水袋组23.供应科必须按通风科、通风区、施工队等单位安全装备计划量和质量及时供应到位,并建立好台帐管理,保证安全生产。(四)安全技术保障措施1.本防突措施各职能部门、施工队(包括掘进一队、通风区、通风科防突工)必须认真组织学习并签字,施工队职工必须全部进行考试合格后才能上岗,学习签字和考试试卷必须交安全科备案。2.本防突措施由各相关单位和部门相互配合贯彻执行。3.安全科必须对本措施的执行情况进行监督检查,发现问题立即提出整改意见并督促整改。4.本措施每月由矿总工组织复审一次,重点对防突措施的现场执行情况作出总结和分析,并形成书面复审意见下发各相关单位和部门遵照执行。S21201工作面风巷掘进防突安全技术措施测试题一、填空题:1.消突措施采取?消突措施,若效检超标时再采取措施。2.超前孔控制巷道上部沿煤层斜上方米、下部米。3.每循环超前钻孔最短折算孔深,控制巷道沿煤层倾斜方向上部m、下部。4.效果检验仍采取?。临界指标取K1=ml/g·min1/2;钻屑量取S°=kg/m。5.效检孔必须布置在措施孔之间,孔数个,孔深m。必须同时保证抽放孔至少m(或排放孔至少m)效检孔至少m折算超前距。二、简答题:1.装药结构答:2.有哪几个放炮制度答:3.防突避灾路线答:?

篇3:工作面上顺槽掘进防突安全技术措施

一、工程概况

B101工作面上顺槽位于-800m水平后一采区,巷道东邻-675回风大巷,北接-650石门,南邻(-717至-675)边界回风上山。该巷以西及上方均为未采区。

B101工作面上顺槽设计沿B2煤层顶板掘进,方位174°3′,巷道走向平距646.1m,标高-647.3m~-664.3m,倾角0°~15°。

根据B2煤层底板等高线图(三维地震勘探)及底抽巷内钻孔施工资料,区域内B2煤层主要呈黑色,条痕为棕黑色,玻璃光泽,主要由亮煤组成,夹少量镜煤、暗煤及丝炭透镜体或薄层,质松软,能搓成粉末,强度低,坚固性系数一般小于0.5。煤层结构简单,局部为复杂结构。

该掘进区域B2煤层为1/3焦煤,发热量(Qb,ad)平均24.25MJ/kg,水分(Mad)平均0.94%,灰分(Ad)含量平均17.54%,挥发分(Vdaf)平均为24.98%,磷(Pd)含量小于0.0042%,硫分(St,d)含量0.44%,真相对密度(TRD)1.50,煤层的粘结指数(GRI)平均为80。

B101上顺槽掘进采用综掘工艺,锚网索支护,过地质异常带采用U型钢+锚网索支护。

二、瓦斯地质概况

1、煤层顶底板情况

该掘进区段B2煤层顶板由下向上依次为粉砂岩、细砂岩、中砂岩,厚度分别为0~6.4m、3.0m、18.0m左右。其中粉砂岩,灰黑色,裂隙不发育,较坚硬,层理不明显,含植物根部化石;细砂岩,灰色,层理发育,质坚硬,有较厚泥岩夹层;中砂岩,以浅灰白色为主,灰白色、浅灰绿色次之,矿物成分以石英为主,长石次之,泥钙质胶结,具有斜层理及未充填斜交裂隙。

B2煤层直接底板由上至下为泥岩、中砂岩,厚度分别为0~1.0m、16.0m左右。泥岩,灰色,含植物化石。中砂岩,灰色,裂隙不发育,坚硬,成分以长石、石英为主,斜层理,缓波状斜层理,局部发育垂直裂隙,泥质充填。

2、地质构造

根据B102上下顺槽、-650石门实际揭露、-675回风大巷探煤孔及首采区三维地震勘探报告提供的B2煤层底板等高线图综合分析,预测该巷自开门位置向前施工至约210.0m处,B2煤会受褶曲影响,煤层走向方向上煤层倾角起伏较大,褶曲影响范围比较大;该处为应力集中区,到时巷道应加强支护;褶曲带可能积聚瓦斯或围岩破碎,给掘进施工带来一定的安全风险。

煤层顶板以上1.5m范围内存在滑动构造,滑动层面一定范围内围岩破碎。掘进区域内无岩浆岩侵入。

3、煤层瓦斯情况

根据B101上顺槽底抽巷钻孔施工期间收集的瓦斯资料,掘进范围内B2煤层瓦斯压力在0.5~0.9MPa,瓦斯含量6.0~8.2m3/t,其中最大值出现在距开门口210m左右处。至2014年7月,第一评价单元经预抽后区域内瓦斯压力降至0.2MPa,瓦斯含量降至4.05m3/t。预计掘进期间巷道内风排瓦斯涌出量0.6~1.0m3/min,回风瓦斯浓度0.1~0.15%。

三、区域综合防突措施

根据河南理工大学对金黄庄矿井B2煤层突出危险性鉴定结果,B2煤层为突出煤层,此掘进区段按突出危险区管理。

巷道采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施,钻孔控制到巷道两帮轮廓线外15m范围内的所有煤体,钻孔终孔点按不大于10m×5m间距布置(巷道轴线方向×巷道轴垂线方向)。该区域采用分单元预抽评价,直接测定残余瓦斯压力和残余瓦斯含量进行效果检验。区域效果检验合格后在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业。

巷道掘进过程中,执行工作面循环预测(效检),若预测(效检)指标超标则执行局部综合防突措施。

(一)区域防突措施

B101工作面上顺槽掘进前采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施使待掘区段达到消除突出危险的目的。

1、穿层钻孔在B101工作面上顺槽底抽巷(-675m回风大巷)内施工,钻孔控制到巷道两帮轮廓线外15m范围内的所有煤体,钻孔终孔点按不大于10m×5m间距布置(巷道轴线方向×巷道轴垂线方向)。

2、钻孔孔径94mm,实行“打一,封一,合一”,采用全程下套管、注水泥浆封孔。下套管时,最里段为3根1吋PVC花管,花管里段加防堵锥头,最外段为2根1吋半PVC实管及1根1吋半铁管,中间段使用1吋PVC实管连接。

3、钻孔封孔后及时进行合茬抽采,孔口抽采负压不小于13KPa,并进行了抽采自动计量。

(二)区域防突措施效果检验及区域验证

1、巷道采用分单元预抽效果评价,B101上顺槽共分为四个计量评价单元,单元瓦斯预抽率≥35%后,进行区域措施效果检验。效果检验点按每30m布置一个,采用直接测定残余瓦斯含量和残余瓦斯压力的方法进行预抽效果检验。至2014年7月,第一评价单元完成了效果检验工作,共布置4个效果检验点;其他单元效果检验工作正在进行。单元瓦斯预抽率计算如下:

单元预抽率(η)=[单元瓦斯抽采量/单元瓦斯储量]×100%

其中:单元瓦斯抽采量为钻孔合茬抽采后累计抽采量之和,抽采量以抽采自动计量为准,统计的瓦斯抽采量必须为自动计量装置完好情况的监测数据,否则予以去除,不计入统计量;

单元瓦斯储量=评价单元面积×煤厚×容重×实测煤层原始瓦斯含量。

2、各效果检验点布置于评价单元内钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置,并尽可能远离各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离,且避开掘进巷道的排放范围和掘进工作面的预抽超前距。

3、在瓦斯预抽率≥35%情况下,区域效果检验直接测定煤层残余瓦斯含量小于8m3/t、残余瓦斯压力小于0.74MPa且检验钻孔施工过程中未发生,喷孔、顶钻及其它突出预兆,则预抽区域为无突出危险区;否则判定为突出危险区,必须补充实施区域防突措施,可采取增加钻孔数量或延长抽采时间的方法,直至区域措施效果检验有效。

2014年7月19日,B101上顺槽底抽巷第一评价单元瓦斯预抽率达59.3%,施工效检孔实测掘进区域煤层最大残余瓦斯含量4.05m3/t,最大残余瓦斯压力0.2MPa,且检验钻孔施工过程中未发生,喷孔、顶钻及其它突出预兆,故判定评价单元内采取的区域防突措施有效。

4、在区域措施效果检验有效范围内进行掘进作业前,必须采用钻屑指标法对掘进迎头进行突出危险性预测。该巷道在掘进过程中执行循环预测。

5、预测过程中指标不超标,且在预测钻孔施工过程中无瓦斯异常涌出、喷孔、顶夹钻现象,方可在留有2m预测(验证)超前距并采取安全防护措施前提下,进行巷道掘进作业。

6、每次预测前必须复核上循环掘进长度。每个评价单元之间必须留有不少于20m的预抽超前距,掘进施工必须均衡进尺,严禁超掘。

7、预测结果若有突出危险或预测钻孔施工过程中有瓦斯异常涌出、喷孔、顶夹钻现象时,则认为工作面具有突出危险性,必须立即停止进尺并采取局部防突措施,只有经局部措施效果检验合格后,方可进尺。

8、每次预测后,防突员必须如实将预测(验证)结果填写在防突牌板上,并认真做好记录,预测(验证)情况及时向矿调度室及相关领导汇报。

四、局部综合防突措施

(一)工作面突出危险性预测

B101工作面上顺槽掘进期间采用钻屑指标法进行工作面突出危险性预测。指标的测定方法如下:

1、钻屑瓦斯解吸指标值测定

在迎头煤层内施工3个孔径为42mm、孔深为8~10m的测定钻孔(存在软分层时钻孔布置在软分层中)。

迎头左边测定钻孔(1#)和右边测定钻孔(3#)开孔位置距巷道左帮和右帮分别为0.5m,终孔位置距巷帮轮廓线外4.0m。迎头中间测定钻孔(2#)开孔位置位于迎头煤层中部,预测钻孔布置如下图。

钻孔施工采用φ42mm的钻头钻进,螺旋钻杆排渣,速度控制在1m/min左右,钻进速度应均匀。

钻孔每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标△h2及K1值,△h2值采用MD-2瓦斯解析仪测定,K1值采用WTC瓦斯突出参数仪测定,取测定的最大值作为该钻孔的钻屑瓦斯解析指标值。

2、钻屑量指标S值测定

钻孔每钻进1m测定一次该1m段全部钻屑质量,取测定的最大值作为该钻孔的钻屑量检验值。

3、预测结论的确定

钻屑瓦斯解吸指标△h2临界值为100Pa(干煤),K1临界值为0.3(mL/g·),钻屑量指标S临界值为3.0Kg/m。只有当三个预测钻孔的最大钻屑瓦斯解吸指标△h2、K1值及最大钻屑量指标S值均在临界值以下,且施工预测钻孔过程中无顶钻、夹钻等异常现象时,方可确定为无突出危险工作面,否则确定为突出危险工作面。

工作面出现下列情况之一时,应视为突出危险工作面。

(1)地质构造破坏带,包括断层、褶曲、火成岩侵入等。

(2)煤层赋存条件急剧变化的区域。

(3)在工作面检验过程中出现喷孔、顶钻、夹钻等动力现象。

(4)工作面出现明显的突出预兆。(如:a、煤壁中发生煤炮声、机枪声、劈裂声、蜂鸣声、闷雷声、断梁折柱声,声音由远及近,由小到大;b、顶帮来压项板放线开裂,煤壁移动;c、煤体结构松软,煤层光泽暗淡;d、煤层层理紊乱;e、支架变形或断梁折柱;f、瓦斯浓度异常,工作面温度忽高忽低。)

(5)采掘应力迭加区域。

(二)局部防突措施

1、工作面预测为突出危险时,必须立即停止掘进,执行局部防突措施,局部防突措施采用抽采钻孔措施。

2、抽采钻孔孔径不小于94mm,长度不小于40m,钻孔控制巷道轮廓线外15m的范围,钻孔按终孔间距不大于2m在控制范围均匀布置。局部防突措施钻孔参数根据巷道施工时煤层赋存状况另行设计。

3、钻孔施工中如有瓦斯异常情况或经分析有地质构造异常带,施工单位应及时汇报矿调度室、地测技术部、通防技术部及相关领导,地测技术部及时分析地质构造的赋存情况,以确切弄清迎头及前方地质构造赋存情况,并提供相关成果资料,以便通防部门采取针对性的补充防治突出措施。

(三)局部防突措施效果检验

局部防突措施施工后必须进行效果检验(效检方法同预测)。当效果检验有效时,应当在巷道掘进方向留有不少于20m的防突措施孔投影孔深超前距,并同时保留有至少2m校检孔投影孔深超前距的条件下,采取安全防护措施后实施掘进作业。

(四)安全防护措施?

1、通风系统

巷道掘进期间建立安全可靠、稳定的局部通风系统,局部通风机的安装位置、规格、数量必须满足要求,回风系统必须保证畅通无阻,断面必须满足有关规定要求。

(1)风量计算

u?按工作面同时工作最多人数计算:

Q1=4×N=4×11=44m3/min

式中:Q--风量,m3/min

N--工作面同时工作最多人数,综掘工作面额定每班最大人员数量9人,瓦检员、安检员2人,合计11人。

u?按瓦斯绝对涌出量计算:

Q2===281.3m3/min

式中:q--最大瓦斯绝对涌出量;根据B102上、下顺槽掘进及-800m、-757m及-717m揭煤期间瓦斯涌出量q在1.0m3/min左右,取其1.5倍值为1.5m3/min;

k--瓦斯涌出不均衡系数;取1.5

C--回风瓦斯控制浓度;取0.8%

u?风量取最大值:Q1

u?风速验算:

巷道最低风速0.25m/s,最高风速为4m/s。

工作面最大净断面Sma*=12.45m2

Qmin=0.25×S×60=0.25×12.45×60=186.8m3/min;

Qma*=4×S×60=4×12.45×60=2988m3/min;

Qmin

故掘进工作面所需最小风量Q掘=281.3m3/min。

(2)局部通风机选型

u?局部通风机工作风量计算

按照风筒百米漏风率1.5%计算,巷道掘进期间风筒最大长度为1000m,则局扇需风量为:

Q局=Q掘/(1-1.5%×1000/100)=330.9m3/min

u?局部通风机工作风压计算

h全=1.1×R×Q局×Q掘

式中:R--压入式风筒总风阻,由摩擦风阻和局部风阻组成,巷道风筒有三个弯头,查Φ800柔性风筒百米风阻为0.00146N·S2/m8,局部阻力按摩擦阻力的10%计算。

R=0.00146×1000÷100=0.0146

h全=1494.9Pa

综上所诉,B101工作面上顺槽掘进期间选用二台FBDNQ7.1/2×45型局部通风机,风机一用一备,两路电源供电并自动切换;设一路Φ800mm胶质风筒到工作面5m以内。局部通风机参数见下表:

局部通风机参数表

风机型号?功率(kw)?风压(Pa)?风量(m3/min)?配套风筒?

FBDNQ7.1/2×45?2×45?390~6700?430~760?Φ800mm胶质风筒?

局部通风机安设在后一采区轨道上山-650m偏口两道正反向风门外。通风系统路线为:

进风:主、副井→-800m井底车场及运输大巷→后一采区轨道上山→局部通风机→风筒→B101工作面上顺槽

回风:B101工作面上顺槽→-650m石门、回风车场→后一采区回风上山→-650m回风大巷→风井→地面

2、安全设施

(1)压风自救

在距掘进迎头25~40m的范围内、撤离人员与警戒人员所在的位置及回风系统内有人作业处配备足够数量的压风自救装置,且应能满足各处最多作业人数的需要。压风自救装置必须与压缩空气管道相连并保证正常使用,每人供风量不少于0.1m3/min。每组压风自救装置前后5m范围内不得存放材料及任何杂物。

(2)隔爆水袋

在距工作面迎头60~200m范围内安设一组隔爆水袋,要求水槽内水量不得少于200L/m2。

(3)避难硐室

B101上顺槽掘进长度超过500m时,必须设置工作面避难硐室,硐室设置向外开启的隔离门,隔离门按照反向风门标准安装,室内净高不低于2m,深度满足扩散通风的需要,长度和宽度根据可能同时避难的人员确定,但至少能满足15人同时避难,且每人使用面积不小于0.5m2;硐室内设有与矿调度直通的电话,并安设供给空气的设施,每人供风量不小于0.3m3/min;硐室内根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器及饮用水。

(4)反向风门

各处反向风门具体位置见通风系统图,风门墙上风筒洞、调节风窗等必须设置反向设施。人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢,工作面放炮或无人时,反向风门必须关闭。

(5)调度电话:

在迎头安装一部直通矿调度室的电话。

3、监控系统

建立完善的监测监控系统,在距迎头不大于5m处安装高低浓甲烷传感器T1;在距巷道回风流第一汇风点10~15m处(向迎头方向)安装高低浓甲烷传感器T2(具体位置见通风系统图),如巷道掘进长度自第一汇风点开始超过500m,则每500m增设一个高低浓甲烷传感器T2′,T2′的报警、断电、复电浓度同T2。甲烷传感器吊挂位置距巷帮不小于200mm,距顶板不大于300mm。

加强甲烷传感器的使用维护工作,防止因外力撞击、淋水等原因造成监控数据失真确保灵敏可靠。断电后复电工作只准人工复电,其断电范围及其断电值如下表:?

探头?报警浓度?断电浓度?断电范围?复电浓度?

T1?≥0.8%?≥0.8%?该巷道内及其回风系统中全部非本质安全型电气设备(含电缆)?<0.8%?

T2?≥0.8%?≥0.8%?该巷道内及其回风系统中全部非本质安全型电气设备(含电缆)?<0.8%?

4、抽采系统

B101工作面上顺槽掘进期间确保巷道内抽采管路距迎头距离不超过50m,抽采管路系统为:

B101工作面上顺槽(Φ219mmPE管)→-650m石门(Φ355mmPE管)→-650m回风联络巷(Φ355mmPE管)→-650m回风大巷(Φ478mm铁管)→回风井(Φ478mm铁管)→地面泵站。

5、避灾路线及个体防护

(1)避灾路线(见通风系统图)

避火、瓦斯灾路线:掘进迎头→B101工作面上顺槽→-650m石门→-675m运煤上山回风联络通道→后一采区运煤上山→-800m运输大巷→井底车场→副井→地面。

避水灾路线:掘进迎头→B101工作面上顺槽→-650m石门→-650m回风大巷→回风井→地面。

(2)个体防护

入井人员必须佩戴自救器和矿灯,自救器要能熟练使用,熟悉突出预兆。

巷道掘进过程中,发现突出征兆,作业人员必须立即停止工作,撤出施工区域和受威胁区域内的所有人员,及时切断迎头及巷道内的电气设备电源,并尽快向矿调度室汇报。

掘进工作面发生煤与瓦斯突出时,作业人员必须以最快的速度迅速向进风侧撤离,撤离中快速打开隔离式自救器并佩戴好,撤至反向风门外,把反向风门关好后继续外撤。情况危急时立即进入避难硐室或压风自救装置处,打开压风自救装置阀门呼吸新鲜空气,进行自救,等待救援。现场人员必须尽快向矿调度室汇报,由矿领导组织指挥相关人员进行抢险救灾。

所有施工人员必须进行一次防突知识安全培训,经考试合格后,方可上岗作业。

突出预兆:如打钻时顶钻、喷煤、瓦斯浓度忽大忽小、煤壁片帮、来压、煤体位移压出、煤体出现劈裂声、闷雷声及炮声、煤体光泽变暗、倾角煤厚急变、煤层层理紊乱、地压加大、岩层破碎、温度迅速下降或升高等异常现象。

五、其他防突措施

巷道在掘进过程中执行“边探边掘”、“循环探查”措施。前探钻孔由地测技术部负责设计,每次前探钻孔不少于3个,钻孔深度不小于40m,钻孔控制至巷道轮廓线外不小于15m,前探钻孔施工结束后由地测技术部根据钻孔长度下达前探进尺通知单,巷道必须在满足前探超前投影距不小于10m的情况下方可掘进。

掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处,必须在探明煤层赋存条件的情况下方可掘进。

地质部门根据上顺槽实见地质资料及打钻过程中的实际情况对地质构造进行分析,及时提供准确详实的地质资料,以便及时修正钻孔的参数及布置形式。

在掘进工作面遇到断层时,施工单位必须编制针对性过断层措施。

加强过地质构造带、瓦斯涌出异常带及顶板破碎带的瓦斯管理。

六、远距离放炮措施

1、巷道掘进期间如需放炮,必须执行远距离放炮。炮眼布置及装药参数根据现场实际放炮范围确定。

2、选用三级煤矿许用水胶炸药,雷管选用2m长脚线的1~5段毫秒延期电雷管,最后一段延期时间不超过130ms,严禁跳段使用;放炮范围内一次打眼、一次装药、一次起爆。远距离放炮采用正向装药方式,连线方式为串并联。连线完毕后必须进行导通实验。

3、远距离放炮地点设在距工作面不少于300m的反向风门外。

4、每次放炮前必须撤出本巷道及其回风系统内所有人员,切断本巷道及其回风系统内所有非本质安全型电气设备(含电缆)。具体撤人、停电范围为:B101上顺槽、-650m石门、回风车场、-675m运煤上山、一采区轨道上山绞车房、-650m回风大巷、风井。附供电系统图。

5、远距离放炮前,所有与本掘进工作面相连的通道外口必须揭示警标并设专人警戒。警戒位置为:运煤上山-717m联络通道、后一采区轨道上山-675m偏口、后一采区回风上山-675m偏口躲避硐室内、-675m回风大巷4#钻场处、B102上顺槽开门口处设置全断面封闭栅栏,并悬挂“揭煤放炮、禁止入内”标志。具体位置见通风系统图。

6、测气员必须随时检查巷道及炮眼内的瓦斯情况、打眼时有无异常现象等。工作面迎头要按规定悬挂便携仪。如遇有异常情况严禁装药、放炮,并及时汇报,采取相应措施。

7、瓦斯检查要重点检查通风死角,对巷道内易产生局部瓦斯积聚地点仔细检查,防止漏检。

8、在放炮期间安设固定的放炮员,对违反本措施及有关规定的,放炮员有权拒绝装药放炮。

9、炮眼严格按照炮眼布置图要求施工,所有不装药的孔(如抽采孔、前探孔等)必须用炮泥填实或者充填深度不小于炮眼深度1.5倍。

10、装药前后要认真检查瓦斯情况,装药连线工作完毕后,确认停电撤人、警戒全部落实到位,并向矿调度所汇报同意后,方可在指定放炮地点进行远距离放炮。

11、炸药要严格检查和挑选,确保质量,不得使用过期或变质的炸药。

12、不同厂家或不同批次的雷管不允许同时使用,使用前应严格进行导通实验。

13、联线必须由放炮员亲自操作,联线后必须由放炮员检查确认无误后,才能与母线接线。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。

14、联线时,要保持接线清洁,确认无误后,才能与母线连接,并将接头处用绝缘胶布包好并悬空。

15、严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、“人牌网三警戒”和“三人联锁”放炮制度。只有在迎头及20m范围内瓦斯浓度小于0.8%时,才能装药、放炮。

16、放炮前及放炮后,迎头20m范围内必须洒水,所有底部眼在装药时必须全部使用彩带,彩带要与起爆药卷捆扎牢固,且彩带外漏长度不小于0.5m。

17、每次远距离放炮必须有施工单位管理人员跟班,负责安排专人布置警戒、撤出人员。

18、放炮员只有经矿调度同意后,方可发出放炮信号,至少再等5秒,才能起爆,爆破后,必须立即将放炮把手或钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路。

19、放炮30分钟以后,先由测气员、放炮员及跟班队长共同进入迎头验炮并检查瓦斯及顶板管理等情况,经确认无异常后,再撤除警戒、恢复送电,正常作业。恢复作业后,施工人员要注意观察工作面瓦斯涌出动态,围岩变化情况,如发现工作面围岩特别破碎,片帮或压出,瓦斯涌出量剧增、温度突然下降或发出声响等异常现象,必须立即停止工作,汇报调度室撤出掘进巷道及其回风系统内所有人员至安全地点。

20、加强放炮管理,放炮母线不得有明接头。处理瞎炮、拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行,并应当班处理完毕。如果当班未能处理完毕,放炮员必须同下一班放炮员现场交接清楚。

21、放炮期间必须安排专人看管局部通风机,严禁无计划停风。

22、迎头15~20m范围内设置三道放炮喷雾,距迎头50m增设一道净化喷雾且雾化效果好并能覆盖巷道全断面,放炮时喷雾必须开启。

七、其他安全技术措施

1、所有电器设备必须经检验合格后方准使用,杜绝失爆、失保现象。

2、强化电器设备检修,使用的电器设备必须台台完好,供电线路绝缘良好,各种电气保护灵敏可靠。

3、施工单位每天必须有专责电工对工作面电器设备防爆性能检查、检修一次,相关单位每天必须有专责电工对回风流电器设备防爆性能检查、检修一次,杜绝电器设备失爆。

4、确保保护灵敏可靠,漏电保护试验必须每天进行一次,并做好记录,由专人管理。

5、风电闭锁、瓦斯电闭锁及局部通风机开关自动切换必须每天试验一次,确保灵敏可靠,并做好记录。风电、瓦斯电开关停电后,必须验电、放电。

6、严格停送电制度:检修或搬迁电器设备、电缆前,必须切断电源,检查瓦斯,在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时,再用与电源电压相适应的验电笔检验;检验无电后,方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁并悬挂停电牌。

7、严禁使用风镐作业。施工现场严禁使用铁器敲砸。

8、不得随意停风,若因检修停电等原因停风时,必须提前一个小班提出申请,并编制针对性措施。停风前,工作面班队长负责安排切断电源,瓦斯检查员负责撤出人员,设置栅栏、标示警标,禁止人员入内。恢复通风前必须对停风区域进行气体检查,只有在停风区内的瓦斯浓度低于1.0%和二氧化碳浓度低于1.5%时,方可人工开启局部通风机。

9、工作面安设专职瓦斯检查员,经常检查工作面及回风流的瓦斯情况,发现工作面有煤与瓦斯突出预兆等异常情况时,必须立即停止工作面作业,撤出人员,切断电源,汇报矿调度。

10、施工单位应坚持每班洒水灭尘,净化及转载喷雾完好并正常使用,确保迎头及回风巷道中无煤尘积聚。

11、加强个体防护,所有人员必须佩带防尘口罩。

12、掘进期间,加强顶板管理和超前支护,防止发生冒顶。发生冒顶处要及时使用不燃性材料充填背实。

八、组织管理

1、施工单位负责巷道掘进期间局部通风管理、监控传感器的使用管理、喷雾、压风自救、隔爆水袋设施的维护,负责按措施规定进行巷道的掘进施工;负责本巷道内电器设备的安装、维护、检修,杜绝失爆失保,保证供电的稳定,杜绝无计划停电;负责远距离放炮时现场的停送电;负责局部防突措施预测钻孔的施工。加强职工的防突知识培训,提高防突意识。

2、通防工区负责保证掘进巷道有独立可靠的通风系统,且系统稳定,并安设一名经验丰富、责任心强、具有一定防突专业知识的专职测气员,随时掌握该掘进面瓦斯变化及突出预兆。

3、通防技术部负责对瓦斯抽采量及预抽率进行考核,确保瓦斯抽采基础数据的准确性和完整性,并做好下顺槽掘进期间的预测及校检工作。

4、监控中心负责按措施要求安设监控探头,并挂牌管理、按期调校,确保灵敏可靠。

5、地测技术部负责对工作面地质情况进行分析及掌握,并及时提前下达地质预报及说明书。

6、生产技术部负责监督防突措施在现场的落实情况。

7、机电运输部负责巷道内电器设备管理,加强电气设备的防爆性能的检查工作,杜绝电器设备失爆失保。

8、调度室负责做好掘进期间的上传下达工作,并做好各种情况记录。

九、其他

1、井下的防突系统、通风系统发生变化时,必须及时复审该措施。

2、本措施为专项防突措施,各类钻孔施工安全技术措施、掘进作业规程及其他相关安全技术措施必须另行编制。措施未及之处严格按《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》及相关文件执行。

3、附通风系统图(含监控、避灾路线);

篇4:掘进工作面防突设计安全技术措施

一、概述

1、工程位置、工程量及周围开采情况

**掘进工作面位于**煤矿一分区东翼,第五勘探线以东,开门于***,沿7#层顶板掘进,方位为41°54′20″,巷道设计长度为681m。

该巷以西为**轨巷,以南为110710工作面未开采;上部**#煤层有**、110208西工作面已经回采;下部**#煤层有**工作面也已经回采。

2、对应地表情况

**对应地表无重要建筑物,为缓坡荒山地形。

3、煤层情况及顶底板特征11#煤层黑色块状、以亮煤为主、条带结构为

**沿7#煤层顶板掘进,7#煤层煤黑色、以粉状为主、少见块状、半暗型煤,夹矸为炭质泥岩,煤厚0.8~1.75m。老顶为灰色泥岩,泥质粉砂和灰白色粉砂岩,直接顶为灰色细砂岩,中厚层状显水平层理,伪顶为灰色粉砂质泥岩、泥岩,含植物叶片化石和菱铁矿结核;伪底为灰色泥岩,泥质粉砂岩,直接底为灰色中厚层状细砂岩,水平层理,含团块状菱铁矿结核及植物化石。

4、地质构造

**掘进前230m后遇一条落差为6m的断层。

5、水文地质

该巷水文地质条件简单,预计没有水害影响,局部顶板有滴水现象。

6、瓦斯地质

2008年7月煤炭科学研究总院重庆分院对**煤矿一分区4#、7#煤层瓦斯基本参数测定及突出危险性评价结论表明:**煤矿一分区4#、7#煤层具有突出危险性,7#煤层原始瓦斯压力为2.13MPa,瓦斯含量10.8387m3/t。

为搞好**掘进工作面掘进过程的防突管理工作,编制本设计。

二、防突设计及安全技术措施

根据集团公司批示:有效保护范围内掘进必须严格执行超前物探的措施,地质构造区域必须按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求严格执行“四位一体”的区域综合防突措施;有效保护范围区域验证防突指标超标必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求严格执行“四位一体”的局部综合防突措施。

**具体保护层开采情况以及保护效果在《**工作面消突效果评价报告》已说明,此设计不再赘述。

区域验证

参用《防治煤与瓦斯突出规定》中第五十七条、七十四条、七十五条,采用钻屑指标预测方法对**每50m进行两次区域验证,区域验证设计如下:

(1)用电煤钻在巷道迎头软分层中打3个Ф42mm的钻孔,其中2#钻孔开孔于工作面中部,平行于掘进方向,深度为8m,1#和3#钻孔分别开孔于距离巷道两帮1.0m位置,与巷道中线夹角为25?,孔深为10m,预计控制到巷道轮廓线外3.2m范围,区域验证钻孔布置图附后。

(2)钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值。如果测得k1ma*值小于0.6mL/g·min1/2和Sma*小于6kg/m时,区域验证该检验区域为无突出危险区;反之,为突出危险区。

在区域验证为无突出危险区域的情况下,采取好防护设施后进行掘进作业;当区域验证为突出危险区域的情况,采取“四位一体”的局部综合防突措施。

局部综合防突措施

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十八条的要求,如果**某一个检验区域验证为有突出危险时,该区域以后掘进作业都必须执行局部综合防突措施。

(一)局部防突措施

局部防突措施为超前浅孔排放,即是在工作面迎头施工9个Ф89mm、深度不小于11m的超前排放钻孔,钻孔开孔于迎头煤体中部,距底板1.2m,间距为0.5m,钻孔控制到巷道前方11m和巷道轮廓线外6.2m范围,对控制范围的煤体瓦斯及应力进行排放,排放时间不得少于8小时。钻孔布置图附后。

(二)局部防突措施效果检验及相关规定

1、局部防突措施效果检验孔按上述区域验证孔施工参数布置。

2、钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值。如果测得的k1ma*值小于0.6mL/g·min1/2和Sma*小于6kg/m时,证明措施有效;反之,措施无效。在措施有效的情况下,在采取安全防护措施的前提下准许往前掘进,掘进过程中必须留有不小于2m投影孔深的效果检验孔超前距;当措施无效时,效检工现场责令停止掘进,汇报通风值班室和矿调度室,继续进行局部防突措施(延长排放时间)。

(三)安全防护措施

掘进期间采取的安全防护措施有建立压风自救系统、携带自救器、建立正反向防突风门。

1、建立压风自救系统

压风自救系统安设在压缩空气管路上,由施工单位安设,压风自救系统必须完好且使用方便。从**开门口到**迎头每隔100m安设一组压风自救系统,最后一组距迎头距离控制在25-40m范围内。每组压风自救系统至少能供5~8个人使用,压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min。

2、携带自救器

所有入井人员必须配带隔离式自救器,并熟知隔离式自救器的使用方法。

3、建立防突正反向风门

在11E7#层集中运输巷构筑一组两道正反向防突风门,风门间距不小于4m,风门墙垛厚度不得小于800mm且嵌入巷道周边实体煤深度不小于0.5m,风门板厚度不小于50mm,通过风门的水沟和溜子孔必须安设防逆流隔断装置,防逆流隔断装置的挡板用厚不小于50mm的木板加工。防突风门墙体上的铁风筒必须采用防逆流铁风筒。

四)、其他安全技术措施

1、局部通风及瓦斯管理

(1)局部通风机采用双风机、双电源,安设于**的全负压风流中,严禁随意停开,保证风流、通风系统稳定可靠。采用直径为800mm软质风筒,风筒与电缆吊挂间距不小于300mm。风机位置必须悬挂管理牌板,要求牌板内容齐全,数据准确,吊挂整齐。

(2)局扇必须实现“三专两闭锁”,风筒必须吊挂平直,无破口、无漏风;局部通风机必须安排专人管理,不得出现无计划停风,有计划停风必须有专项通风安全措施。

(3)工作面必须安设专职瓦斯检查员,持有效证件上岗,严禁无证上岗;瓦斯检查不得出现空、漏、假检;严禁脱岗、岗上睡觉。

(4)工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止作业,切断电源,撤出人员,进行处理。

(5)工作面回风流瓦斯浓度超过0.8%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。

(6)巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到1.5%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。

(7)对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可恢复送电。

(8)局部通风机因故停止运转后,必须立即停止工作,并将所有人员撤到地面,切断电源,且由瓦斯检查员在**风门进风侧位置设置栅栏,悬挂警标,禁止人员入内,并汇报矿调度室和通风值班室,指派专人站岗。

(9)停风区中瓦斯浓度超过0.8%,不超过3%时,瓦斯检查工根据通风工区值班领导的安排,采取安全措施,控制风流进行排放;停风区中瓦斯浓度超过3%时,由通风工区编制排瓦斯措施,报矿总工程师批准后,救护队严格按措施规定排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度达到或超过3%不能立即处理时,必须在24小时内对停风地点进行封闭。

(10)严禁无风、微风及瓦斯超限作业。

2、机电设备管理措施?

?(1)电气设备必须有出厂合格证,且经专职防爆员检查,失爆电器严禁使用,使用风电闭锁装置前必须先作实验。

?(2)所有电器设备按标准上架,禁止带病运转。电缆、管线严格按标准吊挂整齐。

?(3)严禁带电检修、搬迁电器设备,严禁任意停、送局部通风机电源,特殊情况需停局部通风机电源时,必须先编制停电申请,并报有关部门批准,通知相关人员后,方可停送电。

?(4)机电人员每班必须对掘进工作面及其回风系统机电设备进行检查,向矿调度汇报,并做好记录。

?(5)工作人员在检修、搬迁电气设备时,严禁带电作业,必须停电并挂牌,防止不知情人员误送电。

?(6)严格执行专人停送电制度。

(7)供电设备不得有“明接头、鸡爪子、羊尾巴”等现象。

(8)对每台入井矿灯都要进行防爆检查,严禁使用失爆矿灯。

3、安全监测监控系统的安装与管理措施

(1)传感器的种类及设置地点:

①为监测局部通风机的开停状态,在局部通风机的开关负荷侧(即启动电缆上)设置一台局部通风机开停传感器

②在距迎头不大于5米的地点设置一台甲烷传感器(T1)。

③在**开门口以里10~15m位置设置一台甲烷传感器(T2)。

④在**中距**开门口以西10~15m位置混合风流中设置一台甲烷传感器(T3)。

⑤传感器安装距巷帮不得小于200mm,距顶帮不得大于300mm。

(2)甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围:

①T1的报警的浓度为≥0.8%,断电浓度为≥1.0%,复电浓度为<0.8%,其断电范围为**内全部非本质安全型电气设备。

②T2的报警浓度为≥0.8%,断电浓度为≥0.8%,复电浓度为<0.8%,其断电范围为**内全部非本质安全型电气设备。

③T3的报警浓度为≥1.2%。

每10天必须进行一次瓦斯闭锁试验,确保瓦斯闭锁灵敏可靠,通风工区监测工必须将瓦斯闭锁试验记录填写清楚,存档备查。

4、综合防尘管理

(1)在**内安设防尘水管,其末端距工作面不大于10m,并保证保供水正常。

(2)在**内防尘管路上每隔40m安设一个三通水阀,在工作面防尘水管末端安设一个三通水阀,并连接一根长度不少于15m的软质胶管。

(3)在**内每间隔100m安装一组净化水幕,综掘机掘进出矸期间开启。

(4)在**距掘进工作面60-200m处安设一组隔爆水袋,并保证每平方米断面水量不少于200L。

(5)严格执行洒水降尘制度,出货期间必须洒水降尘。

(6)定期对**及其回风巷巷道进行粉尘清洗,杜绝粉尘堆积和飞扬。

(7)掘进工作面爆破必须按规定使用好水炮泥。

(8)施工人员必须佩带防尘口罩,搞好个体防护。

5、防灭火管理措施

(1)在**掘进工作面溜子、皮带运输机转载点,各配备4个干粉灭火器,并设一寸胶质消防软管100米,并堆放细砂石不小于0.4m3。

(2)严禁任何人员携带烟草及点火物品下井。

(3)必须使用不延燃电缆,所有电气设备严禁失爆。

三、避灾

(一)煤与瓦斯突出预兆

1、有声预兆

(1)响煤炮。有的像炒豆似的噼噼啪啪声,有的像鞭炮声,有的像机关枪连射声,有的像跑车一样的闷声、沙沙声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。

(2)发生突出前,因压力突然增大,支架会出现嘎嘎响,煤岩壁会开裂,打钻时会喷煤、喷瓦斯等。

2、无声预兆

(1)瓦斯涌出异常,忽大忽小,煤尘增大,空气气味异常、闷人,有时变热。

(2)在煤层结构构造方面的表现为:煤层层理紊乱,煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥,煤层受挤压、褶曲变粉碎,厚度变大、倾角变陡。

(3)在地压方面表现为:压力增大,使支架变形,煤壁外鼓、片帮、掉渣、顶底板出现凸起台阶、断层、波状鼓起、手扶煤壁感到震动和冲击。

(二)避灾

1、掘进工作面的专职瓦检员、安全检查员和班组长,必须随时注意观察、分析、对比、掌握突出预兆。当发现有突出预兆时,瓦检员、安全检查员和班组长必须立即停止工作面的一切工作,立即组织人员按避灾路线撤出,并按规定设置警戒,同时汇报矿调度室和通风值班室,由矿调度室通知当日矿值班领导、总工程师和其他相关人员组织分析、采取措施、进行处理。

2、发生煤与瓦斯突出事故时,避灾路线为:掘进工作面→11E7#层集中运输巷→11E07集运巷→11E底车场→1500大巷→副斜井→地面。影响范围内的其他人员,在调度室的指挥下沿施工地点规定的避灾路线撤离。撤离时每个人都必须佩戴好隔离式自救器,同时要将发生突出的地点、预兆情况以及人员撤离情况向调度室汇报;立即切断突出地点及回风流中的一切电气设备的电源,撤离现场要关闭反向风门,并在突出区域或瓦斯流区内设置栅栏,以防人员进入。当确定不能撤离突出灾区时,立即背向冲击波传播方向,向下趴在巷道底板上,待冲击波过后,尽快使用压风自救系统自救或撤离灾区,到安全地点等待救援。

四、防突日常管理规定

1、该工作面严禁使用风镐作业,每班作业人员(含瓦斯检查员、安检员)不得超过9人,矿及公司组织安全检查时要停止掘进,由矿调度室监督落实。

2、必须执行逢掘必探、先探后掘的措施,当探见皱曲、断层时立即停止掘进;当煤层断失时按“石门揭煤”要求执行。

3、施工单位的行政主管是该掘进工作面防突的第一责任者,负责安全措施的落实和实施;施工单位的技术员对该掘进工作面防突负技术责任,负责贯彻、传达措施,并履行签字手续,检查措施的落实、实施情况。

4、当班班排长是本班现场防突负责人,其职责为:

安排电工停、送该工作面和回风系统内的动力电源;

5、当班职工对防突措施实施负现场责任,其职责为:

按防突措施的要求进行现场施工;

6、当班瓦检员,对瓦斯动态、通风情况进行现场管理;对防突措施的实施负监督责任,其具体职责为:

(1)加强通风瓦斯管理,风筒脱节、破口等及时处理;

(2)监督施工单位出货过程中的综合防尘管理工作;

(3)必须随时检查瓦斯,掌握突出预兆。当发现有突出预兆时,有权停止作业,并协助班排长立即组织人员按避灾路线撤出,同时报告矿调度室;

(4)加强对“一通三防”设施检查和维护,发现“一通三防”设施不完好及时处理并汇报。

(5)负责对当班钻孔进尺、排放孔进尺、排放孔质量和钻孔连接装置质量进行验收。每个钻孔施工完,由施工负责人找当班瓦检员验收,只有瓦检员到场,钻机工才能拔钻,当班瓦检员必须认真逐根数清孔内钻杆根数,并计算钻孔深度及进尺。施工负责人必须在验收单上填写钻场号、钻孔号、设计长度、施工长度,瓦检员填写钻杆根数、钻孔深度、进尺,然后签名。当班瓦检员必须如实向通风值班室和矿调度室汇报打钻情况,矿调度和通风工区必须做好原始记录。

7、当班安检员对防突措施的实施、效果检验、电工停送电、通风瓦斯管理负监督责任,其具体职责为:

(1)监督现场实施防突措施及措施效果检验;

(2)监督电工做好工作面及回风系统的停送电工作;

(3)当工作面出现通风风量不足,瓦斯异常等情况,有权停止工作面一切工作。

8、电工对停送电、设备失爆负施工责任,其职责为:

每班至少对掘进工作面的电器设备进行一次检查和维护。要求为:电器设备杜绝失爆、“三专两闭锁”装置灵敏可靠,严禁使用防爆性能不合格的电器设备。

9、井下监测工职责为:

对监测系统进行维护,确保该掘进工作面的瓦斯及其他监测参数能准确传送到矿地面监控中心室。

10、防突效果检验工职责为:

(1)每次效果检验前,防突工对防突措施进行一次全面检查落实,措施未落实到位,不得进行效检工作。出现超掘时,效检工必须将超掘的距离掌握清楚,并立即汇报矿调度室和通风值班室及安全管理部,安全管理部接到汇报后,必须立即组织追查,分析超掘原因,落实责任人;

(2)严格按操作规程和仪器说明书的有关规定认真进行操作,严禁弄虚作假;效检工作结束后,必须根据效检结果认真填写防突管理牌板,找现场安检员和瓦检员签字验收,并将效检结果汇报通风值班室和矿调度室。

(3)实施防突效果检验过程中,发现异常地质情况时及时汇报矿调度室和通风值班室。

12、施工单位全体职工、安检员、瓦检员、防突工和调度员必须对本措施进行学习签字,并有资料可查,由安全管理部监督。

13、当通风系统发生变化时,另行编制补充防突安全技术措施。

14、如果主扇突然停风或瓦斯泵突然停泵,严格按《**煤矿主扇突然停风应急预案》或《**煤矿瓦斯泵突然停泵应急预案》执行。

15、其他未尽事宜,严格按《煤矿安全规程》中相关规定执行。

篇5:采煤工作面回风补巷施工安全技术措施

根据1081采煤工作面目前情况,采面机尾以下50m左右,煤层不稳定,煤层较薄,最薄处不足1.0m,而采面机头以上45m段煤层较好,厚度在1.80~2.2m之间,机尾段的薄煤层给采面的推采带来较大困难,根据上述原因,经矿报公司后,决定对1081采面采煤进行方案调整。即在1081采面机头上45m处布置一条回风补巷,巷道施工方位与1081运输巷一致,为53°,该巷道为1081采面新施工的回风补巷,巷道预计工程量为60m,巷道跟煤层、跟顶板掘进。该巷道施工到位后再按该323°方位施工50m贯通1081回风巷回9#测点处。回风补巷施工完毕后,还需对老工作面进行放顶回收等工作,为确保以上工作实施过程中的安全,制定以下安全技术措施,望采煤队及有关人员认真遵照执行。

一、组织措施

1、成立1081采煤工作面回风补巷施工及老工作面放顶回收安全领导小组

组?长:宋玉春

副组长:王雄斌、简真强、栾希江、王德才

成?员:杨彦、王磊、米广记、龚前、王洪杰、何天权、安合海、

周启贵、彭宏亮、杨坤、何仕江、林长相、当班采煤班组长、当班安瓦员

2、各成员职责分工:

矿长宋玉春:对此项工作的安全全面负责,并负责全面协调工作。

生产矿长简真强:全面负责此项工作的人员调配及人员组织安排。

安全矿长王雄斌:负责对此项工作的实施进行安全监督,严格按措施进行操作。

总工程师栾希江:负责对此项工作措施的编制,并组织施工人员进行学习。

机电矿长王德才:负责此项工作实施过程中机电管理工作。

各成员:负责本班工作的具体实施,确保本班的安全生产。

二、回风补巷掘进支护方式及质量要求

1、该巷道采用2.4m的工字钢配合单体液压柱进行支护,钢梁架设方向与巷道中心线垂直。(附巷道掘进支护断面图)

2、支架间距0.7m。

3、巷道净宽2.6m、净高不少于1.8m。

4、单体架设对山有力、且两帮平齐。

5、顶帮采用板皮辅料进行支护,顶帮接顶、接帮严实,严禁空帮、空顶。

三、安全技术措施

(一)1081采面回风补巷施工安全技术措施

1、巷道施工前,在二车场安装好两台2×11KW的局扇,按要求安装好“双风机、双电源”、“瓦斯、风电闭锁”及防突风门等安全装置。

2、采煤队组织好施工人员,认真学习该工程施工措施,严格按措施进行施工,按技术部给定的掘进方向进行掘进。

3、掘进时,跟好煤层顶板进行掘进,严禁破坏顶板,尽量破底板保持巷道高度。

4、掘进前对老采面回风段巷道加固支护,在老采面上下段各打一个木垛并抄好底,以利于掘进期间的正常回风。

5、掘进期间,加强工作面的通风、瓦斯管理,瓦斯员做到勤检查、勤汇报,发现问题立即撤出人员进行处理。

6、掘进期间加强放炮管理,放炮时必须做好以下几点:

(1)放炮地点必须明确,放炮地点设在二车场放炮硐室。

(2)放炮时,工作面放炮点、老工作面及回风巷所有人员必须全部撤离,人员未撤离严禁进行爆破作业。

(3)爆破时,瓦检员负责爆破点及工作面的瓦斯检查,安全员负责爆破的安全工作,落实好“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度,严禁瓦斯超限进行爆破作业。

(4)警戒地点设置两处:在二车场放炮点设置1#警戒点、回风巷防突风门外设置2#警戒点。放炮时,按要求在上述地点设置好警戒,并做好放炮视频留影工作,否则严禁爆破。

(5)加强采面的火工品管理,严禁火工品乱丢乱放,火药、雷管分装分放,并且上锁,炸材使用报单清晰明了。

(6)上述工作,现场管理人员(跟班矿长、瓦检员、安全员、跟班队长、班长)必须按要求认真把关。

7、加强采煤工作面回风补巷掘进期间防突管理,通防科做好以下几项工作:

(1)按要求做好掘进头的煤层突出危险性预测工作,按要求打好排放措施孔,孔深不少于10~15m,排放后进行校检,校检孔深度不少于8~10m。

(2)若经瓦斯解析指标检测,K1值﹤0.5时、钻屑量﹤6kg/m,证明措施有效,工作面允许掘进,同时确保排放钻孔保留5m投影超前距,效果检验钻孔保留2m投影超前距。

(3)若效检指标K1﹥0.5时,证明措施无效,则重新(加密)施工排放钻孔,排放瓦斯,再进行效果检验,直至检验指标在临界值以下,经总工程师审批后掘进头方可掘进。

8、掘进期间加强顶板管理,使用好临时支护,临时支护采用液压柱、方木支护,严禁空顶作业。

9、加强工程质量管理,单体架设对山有力,钢梁支设方向与巷道中心线垂直,支架间距符合要求,顶帮接顶接帮严实可靠。对不合格的支架及时进行返工,安全员必须在现场把好质量关。

10、掘进期间,严禁无风、微风、冒险作业,各级管理人员在现场做好安全监护工作。

11、掘进期间必须安排矿领导、安全员现场跟班指挥,确保掘进期间的现场安全监护。

12、该巷道贯通后,通风科立即组织人员调整好采面的通风系统。

(二)老工作面放顶安全技术措施

1、工作面放顶顺序由下而上;由里而外;由难而易逐架进行,每次只能回一根支柱,严禁拉大网放顶。

2、在放顶之前必须做好修理,清理好退路方可放顶,对顶板破碎处,必须用圆木套棚并设置好挡矸帘再放顶。

3、瓦检员加强瓦斯检查,对工作面放顶地点和回风巷落山角必须经常检查CH4、CO、CO2、温度等情况,每班派专职瓦检员检查瓦斯,作业地点及其回风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁进行作业。

4、放顶时先“见四放二”,即将工作面四控放成两控。放顶时挂好挡矸帘,防止老塘矸石窜入靠煤壁两控。

5、放成两控后靠老塘一侧必须打好密集支柱(即每架棚空档内加设一根支柱),加强切顶。

6、最后两控放顶前必须将多余支柱及π梁全部撤离工作面,所回出的支架必须及时运出工作面,保证收尾放顶时退路畅通。

7、最后两控收尾放顶时只允许单点作业,由下往上进行放顶。

8、采用拔柱器进行回柱放顶,放顶时三人操作,一人挂钩、一人摇拔柱器、一人负责观察顶板及支架情况。放顶时要始终保持后路畅通,回柱放顶时,人员必须站在安全地点,使用长索子、长柄工具卸压,远方操作。

9、所回出的顶、梁全部运到1081回风巷指定位置。

10、加强顶板管理,严格执行好敲帮问顶,严禁空顶作业。

11、工作面放顶时,必须有矿跟班领导、瓦检员、安全员和采煤队领导现场监护,认真落实工作面收尾安全技术措施。

12、回风巷上、下山转运设备时,严格执行“行人不行车,行车不行人”制度。

(三)回风巷回收工字钢安全技术措施

1、老工作面放顶结束后,按要求对回风巷进行工字钢回收工作,回收工字钢顺序为:由里而外。

2、采用单体液压支柱配合溜子链条进行支架回收。

3、回收支架时只允许单点作业,并按从里向外的原则逐架回收,严禁多点作业。

4、回收工字钢前,做好“先支后拆”工作,严禁空顶作业。

5、回收工字钢处向后10m必须用绞接顶梁及单体支柱榴好双边树,每拆1索根榴树必须及时向后加1索榴树,保持榴树距离10m。

6、回出的工字钢或木料必须及时运出,保证作业人员退路畅通。

7、待回风巷工字钢回收完备后,在回风巷指定地点及时砌永久密闭,密闭施工质量合格并挂牌管理。

8、其它未尽之处严格按《煤矿安全规程》有关规定执行。

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