回采工作面调风方案安全技术措施
一、工程概况
1501切眼掘进工作面将与1501回风巷贯通,通风系统调整为1501运输巷进风→1501切眼→1501回风巷→1501回风斜巷→一采区回风平巷→风井。(附图)
二、组织措施
为了保证调整工作的顺利进行,成立工作领导小组,组长由总工程师担任,副组长由机电工程师、机电矿长、安全矿长、生产矿长担任,通防科、机电科、调度室相关人员及通风队人员为小组成员。
组长:祝俊江(总工程师)
副组长:叶斌(机电工程师)、王希峰(机电矿长)、陈作(安全矿长)、郭电海(生产矿长)
小组成员:通防科、机电科、调度室相关人员及通风队人员
三、工作安排
1、系统调整前准备工作
1)、系统调整前作好调整系统所需的仪器仪表检查工作,如风表等,提前完善工作面各地点通风设施,检查通风设施的完好性等。通风科测风人员对主斜井和主斜井、副平硐、一采区轨道下山、1501运输巷和回风巷、1502运输巷和回风巷、总回风巷等地用风进行一次测风。
2)、贯通前在1501运输巷回风斜巷处准备搭建临时板墙所需材料,包括木柱,风筒布、钉子、木条等。
3、由当班瓦斯员负责检查切眼、运输巷、回风巷的瓦斯浓度,低于1%时,方可实施贯通作业。
4、贯通后,由瓦斯员协助当班掘进班长撤出运输巷、回风巷所有工作人员,并于运输巷、回风巷巷道口设置栅栏,悬挂警示牌板,禁止与调整风流无关人员入内。
5、贯通后,停止运输巷、回风巷局扇运转。
6、在1501运输巷与1501运输巷回风斜巷之间搭建临时板墙。要求该1501回风巷内有进风100m3/min左右,防止1501回风斜巷至一采区回风上山之间形成无风段(该巷道将作1801运输巷回风绕道,绕道形成后再进行密闭施工和撤出1501运输巷的防突风门)。
2、系统调整工作安排
1)、1501切眼完全贯通前在1501运输巷与回风斜巷交汇处设置好临时板墙,控制好回风斜巷板墙处通风风量。
2)、1501切眼完全贯通并加强支护后(回采前需更换单体液压柱和超前支护等工作),电话通知调度室,局部通风机停止运转。
3、调风结束后各用风点风量
现矿井采掘布局,即1501回采工作面、1502运输巷掘进工作面、1502回风巷掘进工作面。
风量分配计划如下:按照《煤矿安全规程》规定,全矿井需风量按下列要求分别计算,并选取最大值。
1)、按井下同时工作的最大班下井人数计算。
Q矿井=4×N·K矿通
式中:Q矿井--矿井总供风量,m3/s;
N--井下同时工作的最多人数,按50人计算;
K矿通--矿井通风系数,包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素,取K矿通=1.25。
Q矿井=4×50×1.25=250m3/min=4.16m3/s。
2)、采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算。
Q矿井=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+Q其他)·K矿通
式中:ΣQ采--采煤实际需要风量的总和,m3/s;
ΣQ掘--掘进实际需要风量的总和,m3/s;
ΣQ硐--独立回风的硐室实际需要风量的总和,m3/s;
ΣQ其它--矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和,m3/s。
K矿通--矿井通风系数(本矿采用分列抽出式通风,K矿=1.20~1.25)取1.25;
①采煤工作面的风量确定
▲按瓦斯涌出量:
Q采=100×q瓦采·K采通
式中:Q采--采煤工作面实际需要的风量,m3/s;
q瓦采--采煤工作面绝对瓦斯涌出量,根据《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》标准,采用分源预测法进行预测计算得7.23m3/min(已抽采,计算过程见本章第三节)。
K采通--采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,机采工作面取1.2~1.6,这里取Kc=1.4;
Q采=100×7.23×1.4=1012.2m3/min=16.87m3/s
▲按工作面风温计算
Q采=VC·Sc·Ki
式中:VC--采煤工作面适宜的风速,按20~23℃风速选取为1.0~1.5m/s,本矿取1.5m/s;
SC--采煤工作面平均有效断面,本矿开采层C5煤层厚度为1.7m,最大顶控顶距为5m,最小控顶距为3.8m,则有效断面为(5+3.8)/2×1.7=7.5m2;
Ki--采煤工作面长度系数,取1;
Q采=1.5×7.5×1=11.25m3/s=675m3/min
▲按工作面人员数量计算
Q采=4Nc
式中:Nc--采煤工作面同时工作的最多人数,30人;
Q采=4×30=120m3/min=2.0m3/s
▲风速验算
按规程规定,回采工作面最低风速0.25m/s,最高风速4m/s,则:
0.25St≤Q采≤4St
0.25×7.5=1.875m3/s
4×7.5=30m3/s
St--采煤工作面平均有效段面,取St=7.5m2
根据以上计算,采煤工作面需风量Q采=1012.2m3/min=16.87m3/s。
②掘进工作面的风量确定
▲按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×q瓦掘·K掘通
式中:Q掘--掘进工作面实际需要的风量,m3/s;
q瓦掘--掘进工作面的瓦斯涌出量,根据《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》标准,采用分源预测法进行预测计算得0.98m3/min;
K掘通--掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,掘进工作面一般取1.8~2.0,取2.0;
Q掘=100×q掘×Kj=100×0.98×2.0=245m3/min=4.08m3/s。
▲按局部通风机吸风量计算
掘进工作面采用FBD№6.3/2×22型局部通风机压入式供风,其风量为460~280m3/min,风压615~5460Pa。
根据《煤矿安全规程》第一百零一条的规定,采煤工作面、掘进中的煤巷和半煤巷岩巷中的最低风速为0.25m/s,为满足局部通风机安设位置至回风口间巷道最低风速的要求,则配风量为:
按最大断面为8.02m2时计算为:0.25×8.02=2.01m3/s
则掘进巷中配风量为:Q掘=380m3/min=6.4m3/s
Q掘=Qf×I×kf
式中:Qf--掘进工作面局部通风机额定风量,取Qf=6.4m3/s;
I--掘进工作面同时运转的局部通风机台数,取1台;
kf--为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.34。
Q掘=7.8×1×1.34=8.6m3/s
根据以上计算,单个掘进工作面需风量Q掘=8.6m3/s,本矿井采用两个掘进工作面掘进,所以∑Q掘=2×Q掘=2×8.6=17.2m3/s。
▲按工作面人员数量计算:
Q掘=4·Nc
式中:Nc--掘进工作面同时工作的最多人数,9人;
Q掘=4×9=36m3/min=0.6m3/s;
▲风速验算:
按规程规定,煤巷及半煤岩巷掘进最低风速0.25m/s,最高风速4m/s,则:
0.25St≤Q采≤4St
0.25×8.02=2.01m3/s
4×8.02=32.08m3/s
St掘--掘进工作面平均有效断面,取St掘=8.02m2
根据上述计算取其中的最大值,则掘进工作Q掘=8.6m3/s,按风速验算均满足要求。
③硐室风量
根据矿井开拓及采区布置,矿井投产初期无独立供风硐室,因此,则Q硐=0m3/s;
④其它巷道
投产及通风容易时期:
Q其它=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐)×5%=(16.87+17.2+0)×5%=1.7m3/s
6、矿井风量分配计划
目前,矿井总进风量为3350m3/min,能够满足生产需要,且风机性能工况合理。风量分配如下:
(1)、1501回采工作面配风为1012.2m3/min=16.87m3/s
(2)、1502运输巷掘进工作面配风为380m3/min=6.3m3/s;1502回风巷掘进工作面配风为380m3/min=6.3m3/s
(3)、其他巷道配风为93.6m3/min=1.86m3/s
(4)、其余为无效风量
4)、调风工作全部完成后,对矿井进行一次全面测风和瓦斯检查。
现场负责系统调整及风量调节,吴比负责风量与风速的测定,及时调节风量,保证通风系统稳定。风流稳定30分钟后,由陈作负责汇报矿调度室,由矿调度室安排其它工作。
四、其它工作
1、原1501运输巷局扇为一采区集中配电点掘进工作面供风,由通风队负责整理原1501运输巷供风风筒,为一采区集中配电点工作面掘进做好准备。
2、原1501回风巷局扇为1801回风巷回风绕道掘进工作面供风,由通风队负责整理原1501运输巷供风风筒,为一采区集中配电点工作面掘进做好准备。
3、掘进队及时完成切眼扫尾工作,设置好1501回风斜巷临时板墙并按要求通风。工作完成后打开1501运输巷通风构筑防突风门并牢固固定好,使其不能关闭(任何人未经指示严禁关门)。
4、一采区集中配电点施工完成后,在1501运输巷与回风斜巷、集中配电点回风绕道与1501回风斜巷风流汇合处施工两道密闭,完成1501回采工作面调整通风工作。
五、安全技术措施
1、调整风流全过程由组长祝俊江在现场统一指挥,任何人员无条件服从,各部室协助指挥,通风、安全部门派专人现场跟班指挥调整工作。由技术员负责记录和收集所有相关数据资料,并向矿调度室汇报。
2、瓦斯员全过程检测瓦斯及其它有毒有害气体浓度发现异常立即向组长汇报。
3、调风期间通风科要加强局扇、风门、调节风窗和临时风障等通风设施和通风构筑物的管理,局扇禁止随意开停,严格执行专人负责、挂牌管理制度。
4、调风前准备工作要充分,人员安排到位,把每个人员的职责进行进一步明确。
5、系统调整前,监控中心要对井下各地点的安全监控系统设备进行一次全面检查,发现问题及时处理,确保调整系统期间监控设备运行正常,数据真实可靠。
6、机电科要保证主要通风机用安全,保证其可靠性。保证风机不能出现电气故障,具体操作按照相关操作规程和作业规程进行。
7、监控室(调度室)要保证对通风安全设施实行24小时监测和监控,对风速、温度、一氧化碳、风机开停等传感器保证其数据显示正常、准确,具体操作按照作业规程和操作规程的规定程序执行。调度指挥和协调处理相关事宜,并及时向有关领导汇报异常情况。
8、通风系统调整后,满足通风要求后调节调节风门的调节风窗大小,使各地点风量合理分配,在规定范围内。非通风科允许,禁止其他人员随意开关风门和调整窗口大小。调风期间,井下人员必须撤离至进风巷,不得在工作面逗留,并由瓦斯检查员每15分钟检查一次瓦斯,发现有异常情况必须立即升井,并汇报调度室。
9、系统调整期间,井下各相关队组的岗位人员必须坚守工作岗位发现问题及时汇报,并采取措施进行处理。
10、改变通风系统时,各地点通风设施的调整必须同时进行,确保在10分钟内将系统设施调整完毕,避免工作面因长时间风流不稳定造成瓦斯积聚或影响其他工作面风量。
11、系统调整后要对主斜井、副平硐、一采区轨道下山、1501回采工作面进(回)风巷、1502运输(回风)巷、总回风巷风量进行测定,确保各地点供风量。
12、系统调整后要对通风设施进行检查,联络风门必须设置正、反向风门,风门闭锁装置必须完善可靠。
13、系统调整结束后向相关部门进行汇报,得到指令后方可结束全部系统调整工作。
14、调风结束后,待矿井风量稳定后,由距班领导带头,瓦检员检查瓦斯,安全员监视安全情况,对全矿井气体进行一次全面检查。确认安全后,工作人员方可进入工作面作业。
15、入井前所有参加调风人员必须学习本措施。本措施由通风科负责人贯彻执行。
16、未尽事宜,严格按《煤矿安全规程》、《操作规程》执行。
篇2：回采工作面回柱放顶预防冒顶事故安全措施
(1)工作面支柱“见四回一”,回柱顺序为:由下向上,逐根回撤,严禁多头回撤。回柱时要加固退后支护(加斜撑支护)。
(2)回柱前,先补齐工作面断、脱支柱,清理好安全退路,打好丛柱或特殊支柱,才能进行回柱工作。
(3)回柱期间必须随时注意顶板压力显现情况,回柱时要有专人负责观察顶板压力变化情况是,一旦发现顶板明显来压时,必须及时撤出人员,向矿领导汇报。待压力稳定后再进入工作地点作业。
(4)工作面要按规定及时回柱放顶,回柱时必须先打好密集支柱方可进行,在密集支护中要留出0.5-0.7米宽的安全出口,安全出口的间距不得大于10米,严禁在控顶区内提前撤柱。采用金属支护时可以不架设木垛。
(5)回柱时沿工作面由下往上,由老塘向煤壁的方向进行,回柱工应经验丰富,责任心强,技术熟练的工人担任。
(6)回采工作面上下安全出口必须架设木垛增强上下安全出口支护的支撑力,确保安全出口的安全。上下安全出口的联接巷20米内要加固支护。
(7)回柱时要用长把啄子或长铁勾回收支护,人员不得进入空区内捡支柱。
篇3：回采工作面下隅角悬挂挡风帘安全技术措施
牙星公司一矿二采区随着开采深度的增加瓦斯涌出量逐渐增加,目前二采区513回采工作面的瓦斯绝对涌出量已达到:5.8m3/min,相对涌出量已达到:3.34m3/t。在回采工作面周期来压时回采工作面上隅角已有瓦斯超限的现象发生,为了防止上隅角瓦斯超限的现象的发生特制定如下安全技术措施。
一、利用挡风帘将工作面风流引导至上隅角处加大上隅角的风量,利用增大的风量稀释上隅角的瓦斯,挡风帘的布置方式见图1。
?图1-513回采上隅角挡风帘布置示意图
二、利用瓦斯抽放泵站对回采工作面采空区的瓦斯进行抽排
采用型号为ZWY85/110的瓦斯抽放泵两台对回采工作面采空区的瓦斯进行抽排,使用直径为400mm煤矿井下用钢丝管作为瓦斯抽放的主管路。瓦斯抽放泵站安装位置是副井与4煤回风大巷专用硐室。
瓦斯排放路线是:5煤回风下山→411密闭墙后(立孔)→4煤回风大巷→风井。
瓦斯排放口上风侧5米,安装甲烷传感器,设置栅栏警标,禁止人员入内。
瓦斯泵站对瓦斯抽排采用上隅角内采空区插管抽排
利用瓦斯抽放泵站对上隅角内采空区积聚的瓦斯进行抽排,上隅角瓦斯抽放主要在工作面上隅角内采空区内形成一个负压区,使该区域内积聚的高浓度的瓦斯由抽放管路排出,减少此区域内的瓦斯向上隅角扩散,防止上隅角瓦斯积聚超限,采空区埋管采用立式布设,立管采用直径80mm、长5m普通钢管,将立管的上部2.0m长的部分加工出进风孔,进风孔的面积占立管外表面积的40%左右即可,在立管的外面与顶部包裹80目筛网防止煤、岩渣进入管路,立管采用迈步式布置,立管与主管路使用直径159mm铠装软管连结,所有管路均靠回风顺槽上帮布置,并采用适当的方式将立管固定(木垛或与顺槽原锚杆连结捆绑),沿513回风顺槽顶板,打高位钻孔,钻孔深度为3-5米,间距12米,一组2个孔,钻孔与抽放立管配合工作,经抽放支管与主管连接后排出。
见图2。
?
三、上隅角、回风巷的瓦斯探头安设必须符合规范的要求并实现瓦斯电闭锁。
四、其它安全技术措施
1、回采工作面的回风顺槽上帮必须提前采取措施进行护帮防止由于采动影响产生片帮形成凹凸积聚瓦斯。
2、当班的值班矿长是上隅角瓦斯管理的第一责任人,对上隅角的瓦斯抽排设施负全责。
3、回采工作面后端头处设专职安检员、瓦检员,瓦检员对瓦斯容易积聚的部位随时检测,对上隅角、回风巷、工作面的瓦斯检测一次并做好记录,发现问题及时向值班矿长汇报解决。
4、矿井应设专人负责挡风帘悬挂、成立专门机构施工、使用与维护瓦斯抽排设施。
5、工作面后端头(上隅角处)回撤或改变挡风帘处支护时必须由瓦检员先检测瓦斯后,在瓦斯不超限情况下,方可开始工作。
6、瓦检员、安检员必须现场交接班。
7、安检员负责检查防止上隅角瓦斯超限的安全技术措施是否落实到位。
8、矿井负责安全技术措施的实施;通风室负责抽排设施的技术管理;安全室负责督促检查。
五、井下临时瓦斯抽放系统
1、?抽放泵司机必须由责任心强,并经专门培训、考试合格者担任。
2、?抽放泵司机要严守工作岗位,认真监视抽放泵及各种仪表的运行状况,在正常情祝下对瓦斯浓度和抽放负压的检查每小时不少于1次;异常情况下,要随时检查瓦斯浓度和抽放负压并做好记录。
3、?发现瓦斯浓度和抽放负压急剧变化时,泵站司机应立即采取降低负压,稳定瓦斯浓度的措施,并立即向矿调度室和通风处汇报。
4、?必须保证抽放泵的供水,无水严禁开泵,停水必须停泵,启动或停止抽放泵必须按照安全技术措施的规定进行。
5、?当抽放的瓦斯浓度、负压和抽放泵轴承温度、真空度、流量变化大时,首先进行检查处理,需停泵时,及时停止抽放泵运转。
6、?抽放泵停止运转时,必须立即向矿调度室和通风处汇报,并将所影响地区的全部人员撤出、电源切断。
7、?如抽放泵或抽放泵房内瓦斯管路泄漏,甲烷传感器报警,应适当调节抽放泵房的供风量(但时间不宜过久,以甲烷传感器不报警为止,防止引起其它地方瓦斯超限),当瓦斯浓度达到1%时,停止抽放泵运转并切断其电源。如因供气压力太高或供水量小,导致汽水分离器出水口漏气,则调整供气压力或加大供水量。如因真空泵泄漏或其它原因,则必须停泵检修,发生以上情况泵站司机必须及时向矿调度室和通风处汇报。
8、?每班由瓦斯检查员用光学瓦斯检测仪对抽放泵房回风侧风流中的瓦斯和二氧化碳浓度检查1次,并与该处甲烷传感器的数据进行对照,并留有记录:当两者读数大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。
9、?如汽水分离器不出水但抽放泵有水或抽放泵无水,必须安全技术措施的规定停止抽放泵运行,进行处理,并通知通风处室。
10、?抽放泵房内必须备有消防器材:沙箱一个,体积不小于0.5m3,并储满消防沙;灭火器两个,消防锹两张。消防物品严禁挪作他用:消防器材由抽放泵房负责人按照消防有关规定定期检查、更换。
11、?严格按照安全技术措施的规定启动和停止抽放泵运行。
12、?瓦斯抽放泵站必须有直通矿调度室的电话和检测管道内瓦斯浓度、流量、压力等参数的仪表。
13、?瓦斯抽放泵站进风流中必须设置甲烷传感器,报警浓度≥0.5%CH4、断电浓度≥1.0%CH4、复电浓度<0.5%CH4?,断电范围:瓦斯抽放泵站电源。
14、?瓦斯抽放泵站内所有机电设备必须完好,严禁失爆。
15、?严禁带电作业,泵运转时严禁对其进行维护。
16、?瓦斯抽放管路应牢固地固定在巷道的一侧,必须接口严密不漏气,布置要平直。管路的最低点必须按设放水装置。每隔50米或转弯处应设置“瓦斯管路,注意保护”等字样的警示性标志牌。
17、?必须采取措施,控制瓦斯抽放量和抽放管路出口处的风量,以保证排放到回风道内的瓦斯经风流稀释后不超过《煤矿安全规程》的规定。
18、?抽放的瓦斯排入回风巷时,在抽放管路出口处必须设置栅栏、悬挂警戒牌等。栅栏的设置位置是:上风侧距管路出口5米、下风侧距管路出口30米,两栅栏间禁止任何作业。
19、?抽放管路出口下风侧栅栏外设置甲烷传感器,报警浓度≥1.0%CH4;断电浓度≥1.0%CH4;复电浓度<1.0%CH4;断电范围:抽放泵及其开关。
20、?抽放管路严禁与带电物体接触。
21、?抽放管路指定专人负责进行检查,抽放管路保证每天检查一次,并做好记录。检查内容:备用管路、胶管、三通是否齐全、抽放管路进口位置是否合适;测压嘴堵头是否齐全(用胶管时应栓住);管路是否漏气,巷道变形对管路有何影响,低洼处是否有积水、放水器是否有水等等,发现问题及时处理并向通风处汇报。
22、?每天必须有专人进行放水,放水次数以管路中无积水为原则。如水量较大,必须增加放水次数和班次。由于巷道变形造成管路出现下沉,有可能积水的,必须将管路吊平,否则,必须断开管路进行放水,然后在此处安装一个放水器。
23、?瓦斯员每班在抽放管路出口下风侧栅栏外对巷道风流中的瓦斯和二氧化碳浓度检查一次,并与该处甲烷传感器的数据进行对照,并留有记录,当两者读数大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。
24、?瓦斯员每班对抽放管路出口处两个栅栏的完好情况检查一次,发现问题及时处理、汇报。
25、?进行抽放管路续接、更换、维修工作时必须执行如下措施:
①作业时,必须停止抽放泵运转。
②此工作必须由两人以上共同完成,其中必须有一人专职检查瓦斯,作业地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度不得超过1.0%,作业地点抽放管路开口处0.2米以外的局部瓦斯不得超过2%。否则要停止作业,进行处理。
③作业地点附近20米范围不得进行放炮作业。
④进行瓦斯管路续接、更换、维修时,可分组作业,但两个作业地点的距离必须大于20米。
⑤禁止在任何无风或微风的巷道内进行此工作。
⑥作业时必须将10米以内的电器设备(不包括该作业电器)停止供电。
⑦作业时必须保证作业地点风流中的瓦斯不得超过1.0%。
⑧作业时必须使维修段管路充分换气,使管内的瓦斯浓度与巷道风流中的瓦斯一致。
⑨作业完毕后必须对延伸、更换、维修管路的气密性进行检查,合格后方可汇报通风区值班室启动抽放泵。
26、?其他单位在距抽放泵站20米范围内电气焊或在抽放管路附近电气焊或其他作业时,必须制定专门的安全措施,经矿总工程师和通风处签字。
27、?在抽放管路出口下风侧栅栏外附近工作的单位班长必须携带便携式瓦斯报警仪,巷道风流瓦斯超限报警时,施工单位要立即通知通风区停止抽放工作,并切断抽放泵电源。
28、?瓦斯抽放管路及泵站由采区专人负责管理。
篇4：大倾角工作面回采综合安全技术措施
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5：回采工作面初采初放收尾安全措施
工作面初采、初放及收尾工作是事故多发环节,为切实搞好单体长壁工作面初采、初放及收作的管理工作,保证回采安全,防止回采面重大事故的发生,特制订本管理规定。
1、矿成立管理领导小组:
组长:由生产矿长担任。
副组长:由总工程师、安全矿长担任。
组员:由安全员、瓦检员、顶板管理员担任。
2、领导小组负责初采、初采及工作面回料期间安全措施的监督落实和安全管理工作。
3、工作面的初采、初放及收作都必须制定专项措施,经审批后,认真贯彻执行。
4、回采工作面的初采初放:
(1)工作面回采前,生产矿长必须组织有关人员对工作面范围内的巷道及生产系统进行全面检查验收,不符合标准要求的不准移交生产。
(2)开帮刷面必须挂线扶柱,装面棚柱不少于二排支架。
(3)单体支柱面安装,应自下而上安装,若自上而下,必须有可靠的防倒防抽冒措施。
(4)回采面严禁倒扒回采,顶板为中砂岩且边切眼顶不空不冒,采用3-4档管理顶板时,可反推两档,切眼顶空或有高冒点时,不准反推。
(5)从切眼刷面,进入煤壁第二档前,要采用手镐落煤或以炮助镐。
(6)初次放顶前,生产矿长必须组织有关人员到现场会审,工程质量及安全措施落实达标后方可允许放顶。
(7)初放期间,生产矿长和安全矿长跟班现场指挥,小组人员分三班现场把关,监督措施的落实和安全管理。
(8)初放期间,技术员要及时掌握面上顶板情况,作好初放记录,必要时要及时修改措施。
(9)工作面初放、收尾由组长组织现场小组,每班带班人员跟班到点,现场交接,直至工作面收尾或初放结束方可结束小组活动。
(10)矿调度室要专列记录台帐,跟班小组成员上井后要作好现场记录描述。
(11)从切眼刷帮起,对支柱的初撑力必须班班监测,必须符合规定要求,且采高不得大于柱子全高的85%。
(12)直接顶冒落高度达不到采高的1.5倍时,必须采取加强支护措施,若悬顶跨度超过初次垮落步距时,必须加强支护并采取强放措施。
(13)初次放顶必须经矿总工程师组织安全、生产、技术人员现场会审并签字批准,方可认为初放结束。
(五)、工作面的收作:
1、工作面收作线应尽量避开断层、老硐、高冒区,顶板破碎带、周期来压区。
2、收作时不得超采或多留煤柱。
3、停面时必须保持最小控顶距,采高控制在支柱长度的85%。
4、回料前,必须把工作面内浮煤、杂物、多余的支柱材料运出。对运料巷道进行清理维护,保证回料路线安全畅通。
5、回料时,要确保供风量。
6、回料时,小组成员要分三班现a场把关监督措施的落实及回料安全管理工作。
7、回料时,要确保支柱初撑力,回柱必须在切顶支柱的后面加斜撑支柱,并班班对初撑力进行监测。
8、回料结束后,要及时对回采面进行密闭。
(六)、架棚巷道回柱安全技术措施
1、旧巷、报废巷道、盲巷回柱时必须严格进行敲帮问顶。
2、加固退后支护,加固支护距离不得少于10米,加固支柱的密度不得大于1米,回柱前先取掉背帮材料,准备好回柱用的长绳子(回柱钢绳)和长把啄子。
3、回支架时回柱人员要站在支架完好、牢固的地方进行操作。
4、回柱时必须两人共同协作进行操作,不得一人单独操作。
5、先用长把啄子打松支架,再用长绳子套住支架梁头,用力拉垮支架,拉垮支架后再用长把啄子勾回柱子和其它材料。
6、回柱人员严禁在已回柱的空区下操作,回柱顺序按由里到外的顺序逐架进行。
四、采掘工作面探放水安全技术措施
(一)加强领导,落实职责
1、成立以矿长罗太忠为组长,李如洪生产矿长为副组长的矿井探放水领导小组,矿长为第一责任者,生产矿长负责矿井探放水的具体工作。
2、矿成立探放水实施组,生产矿长为组长,明确一名责任心强,技术素质好,工作经验丰富的工人为实施组副组长,由3名工人,1名安全员,一名瓦检员组成实施小组,实施小组严格按矿探放水技术安全措施执行。
3、领导小组和实施小组组长、副组长定期专题研究解决矿井探放水工作,出现的问题,在人力、物力、资金等方面给予保证。
(二)掘进碛头或其它地点发现挂红、挂汗、空气变冷,出现雾气、水珠、顶板淋水加大、顶板来压,底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等水预兆时,必须停上作业,采取措施,报告矿有关领导,发出警报,撤出受威胁各地点人员。坚决执行“有疑必探,先探后掘,边探边掘,”的原则。
(三)钻孔布置(见后图)
1、平巷进行探放水时,对碛头正前方和巷道上方进行钻孔探水,布孔三组,每组1-2个孔。
2、上山进行探放水时,对碛头正前方和左右两邦进行探水。布孔5组,每组1-2孔。
(四)钻孔超前距离的确定:(见后图)
超前距离就是巷道掘进终止位置与钻孔位置之间的距离,钻孔超前距离要以有效钻孔为准,探放水超前距离根据煤(岩)层的软硬程度确定。
1、1.3m以下的薄煤层超前距控制在15-20m。
2、1.3m以上中厚煤层超前距控制在18~25m。
3、在岩石巷道内超前距不小于5m.
(五)钻机钻前必须加强探水钻孔附近巷道的支护,背好邦,接好顶,工作面打上坚固的顶柱和木垛,碛头用2寸板、排花、笆片背紧、背牢,以防高压水冲垮煤壁和巷道支柱。
(六)探水工作地点必须挂牌,标明探水眼的位置,、方向、孔眼数,每次钻孔深度。打眼前要清理好管道,准备好水沟和水巷,并在附近安装好电话直通矿值班室。
(七)探水工作面要经常检查瓦斯,如瓦斯大于1%或其它气体超过《煤矿安全规程》规定,必须立即停止作业钻进,切断电源,撤出人员,并报告矿领导加强通风进行处理。
(八)水压大的探水孔,孔口应安设套管,装水阀,便于以后调节放水量,在危险区探水,应采用防压、防喷装置钻进,防止钻杆被高压水冲出,并选择坚固地点预先砌筑好水闸墙,以防突水淹井。
(九)探水时如遇到从钻孔杆向外流水,应立即停止探水,固定钻杆,严禁移动钻机或拨出钻杆。探水眼深度不到5m即穿透积水区时,所有人员都要全部撤出立即报告矿值班领导,等待指示后再恢复作业。
(十)钻进时,发现煤(岩)松软、片邦、来压或钻孔中的水压、水量突然增大,以及有顶钻等异状时,必须停止钻进,但不得拨出钻杆,现场负责人应立即向矿领导报告,并派人监视水情况。如果发现情况危急时,必须立即撤出所有受水威胁区内人员,然后采取措施进行处理。
(十一)由探放水实施组明确专人填写探放水专题记录,标明探放水日期,孔号打孔深度,开孔位置、角度,收集钻孔瓦斯变化,涌水量等详细情况,出班后交矿值班领导,矿领导根据探放水情况安全下一步工作。
(十二)探水巷道的断面不宜过大,以缩小受压面积,同时应有两个安全出口用于通风,流水和意外情况下人员撤退,采用双巷掘进,20m掘脱落巷将两巷连通。
(十三)碛头在探水眼严密掩护下,并保持设计超前距离时,可采取多打眼,少装药,放小炮的方法,以利于保持掘进工作面煤(岩)体抗压强度。探水区域巷道必须平整,防止积水,以防施工人员有被堵截的危险。
(十四)所有在探水区域工作的施工人员都必须认真学习该区域的作业规程和探放水技术安全措施,熟悉避灾路线,懂突水后急救知识。
(十五)探水巷道必须严格掌握方向,沿着探水孔的中心线掘进,如因地质变化必须偏离时,应进行补充钻探或采取其它措施予以补救,以避免造成前距和部距,探水距缩小而发生透水事故。
(十六)老窑区放水允许恢复掘进时,必须充分注意,当掘到离老空区3~5m处,应先用电煤钻打2~3个检查孔进行再一次检查,只有证实积水确已放尽后方可与老空区掘穿。
(十七)本措施未尽事宜,严格按《煤矿安全规程》执行。
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