煤礦高位鉆場施工安全技術措施
一、概述:為確保2ZW11綜放工作面安全生產,高位鉆孔抽放工作面采空區上部裂隙帶瓦斯,經礦研究決定施工2ZW11回風順槽2#高位巷。為保證施工安全與質量制定如下安全技術措施:二、技術要求:1、巷道概述:2#高位巷從1#向外50m處開口施工,開口按+50°上山施工15m,揭露中大槽頂板后,進頂板巖層施工5m停頭。2、巷道規格:+50°上山為2.4×2.6m錨桿支護,采用φ18mm的鋼筋錨桿支護,頂板鋪金屬網,形成矩形斷面:凈寬2.4m,凈高:2.6m(斷面支護見附圖)。進頂板巖層為3.0×2.6m矩形規格,頂板鋪網,采用φ18mm的錨桿支護。3、支護形式及要求:煤巷錨桿間排拒800mm,頂幫鋪金屬網。進頂板巖層施工錨桿間排拒1000mm,頂板鋪金屬網。4、嚴格按技術科所給的中腰線施工。三、施工工藝1、施工工藝采用炮掘進行施工。2、運料路線絞車運輸線路:混合提升斜井--+850車場--+850軌道下山-+832車場—2ZW11回風順槽—3#高位巷掘進工作面。3、出煤、矸線路放炮后煤炭自滑進入2ZW11回風順槽,人工裝入礦車經絞車(+832回風順槽絞車、+850軌道下山絞車)運至+806水平2ZW11運輸順槽皮帶機頭溜煤眼、再到+850皮帶運輸下山皮帶上運輸至煤倉。放炮后矸石自滑進入2ZW11回風順槽后,人工裝入礦車經絞車(+832回風順槽絞車、+850軌道下山絞車、混合提升斜井絞車)運至地面。4、巷道施工順序先熟悉生產區域--搞施工后路安全質量標準化--安裝風、水、電等各種管路—挑頂加固開口--放震動炮開口施工5m--放小炮施工。5、每班施工順序:交接班--安全確認--延線--畫輪廓線點眼位--打眼—爆破--臨時支護—永久支護--出煤。四、開口及掘進安全技術措施1、施工前必須提前將所需設備、物料準備齊全,并運到指定地點,風水電管路必須安裝到位。2、施工之前必須對各種設備、線路進行安全確認,確保設備使用安全。3、施工前每一道工序包括上山材料運輸、使用等,都要先進行施工前的安全確認,人員相互配合好,作好自保、互保和聯保,確保安全,否則不得施工。4、施工人員要持證上崗,精神集中,衣帽整齊,袖口束緊,嚴格遵守安全、操作規程,嚴格執行措施。5、每班工作前和施工過程中,必須逐排認真仔細檢查施工地點錨桿的完整安全等情況。發現問題必須進行處理,嚴禁空頂作業,違章作業和冒險作業,做到不安全不施工。6、所有施工人員在每道工序前都必須嚴格堅持敲幫問頂制度,及時找凈頂幫及迎頭的活碴(煤)。找頂工作兩人配合作業,1人找頂,1人觀頂。找頂時要使用長柄工具,站在安全地點,由輕而重,由后向前逐片進行,與找頂無關人員遠離找頂現場。7、嚴禁空幫空頂作業,巷道施工必須采取一掘一錨作業方式,最大控頂距不得超過1.0m。第二個循環開始前,支護要緊跟迎頭,距迎頭不得超過1個排距。8、開口前必須將開口點附近各10米范圍內的電纜、管路風筒等有效保護好,設備撤離開口點以外10米,由班長負責。9、開口掘進至10m前,巷道掘進嚴格放小炮施工,爆破參數為正常裝藥量的一半,嚴禁放大炮。10、嚴禁空幫空頂作業,開口處必須先使用錨網加強支護,確保安全。11、每班的班組長及瓦檢人員,必須在施工前對巷道全面檢查一次,發現有頂板來壓、巷道變形嚴重時,要及時撤出人員,匯報區隊值班室及調度室,拿出具體解決方案后再施工。12、放炮時及施工中要保護好放炮地點附近15米內的風水管線及電纜、風筒等保護好。放炮前后迎頭向外20米巷道必須撒水滅塵。13、放炮后要及時加臨時支護,以防頂板冒落造成人身傷亡,臨時支護形式采用板梁加點柱,點柱要接觸到實底。五、爆破措施:1、放炮員必須持證上崗,必須堅持好“一炮三檢”和“三人連鎖”放炮制度。瓦斯超限時嚴禁放炮,放炮前后必須灑水。并按規定掛好瓦斯傳感器。2、放炮前,必須將施工地點及其前后各不少于10米范圍內的設備(傳感器等)及電纜、風水管線等設施能移動的移到安全地點,不能移動的要落地并用舊皮帶(不得有破洞)等物遮蓋嚴、保護好,否則不得施工。3、放炮前的準備工作由放炮員親自負責,裝配引藥只準放炮員一人進行,做引藥要在頂板支護完好的安全地點操作,并要避開電氣設備和導體。4、放炮地點20米巷道內,有堵塞物堵塞巷道斷面1/3以上時,必須立即清除。否則,不得裝藥放炮,最大臨時控頂距超過本措施規定要求時,不得裝藥放炮。5、每次放炮前,班長必須派專人到100米以外拐彎安全地點站崗警戒(包括可能進入放炮地點的所有通路),并必須把放炮警戒內的所有人員全部撤出。警戒線處要拉線設置標志。放炮站崗時要派專人負責聯絡工作,以免發生誤會。站好崗后,聯絡員通知班長,班長在確認無誤后,通知放炮員放炮。放炮員放炮前必須大喊三聲“放炮啦”并吹口哨三聲方可放炮。放炮后,站崗人員不接到撤崗命令不得擅自離崗。6、放炮后15分鐘,同時等煙霧出凈后由瓦斯員、放炮員、班隊長三人同時進入放炮地點,并按由外向里的順序檢查通風、支護、瓦斯、煤塵、殘爆、瞎炮等情況,并將巷道支護情況檢查清楚,確保安全后,方可進入工作地點,嚴禁空頂作業。7、放炮前后必須灑水,跟頭及后路要及時灑水滅塵,嚴禁煤塵堆積。8、嚴格按爆破設計鉆眼爆破,認真搞好光面爆破,提高巷道成型,保證巷道施工質量。遇軟煤(巖)或煤(巖)層破碎時時,要減小周邊眼眼距和裝藥量,預留刷幫量,用手鎬刷齊輪廓線。9、每班收工后必須支護跟頭,嚴禁空幫空頂,每班交接班時將支護及圍巖檢查一遍,確保工作地點安全、無隱患。六、支護設計:(一)、巷道斷面本巷道布置在中大槽煤層+832m水平,向煤層頂板掘進,作為1#高位鉆場巷道,巷道頂板為中大槽煤層,局部可能會遇到頂板破碎,因此在掘進當中要認真執行敲幫問頂制度,嚴防頂板事故。本巷道頂板支護采用錨網進行支護。斷面形狀為矩形。寬度:B凈=2.4m,高度:H凈=2.6m。?1、錨桿支護作用原理(1)懸吊作用:用錨桿將直接頂懸掛在堅固的老頂上。(2)組合梁作用:是把層狀巖體用錨桿連接并緊固,錨桿把數層薄的巖層組合成類似鉚釘加固的組合梁,提高了巖層的整體抗彎能力。(3)擠壓加固拱作用:錨桿通過錨頭和墊板對圍巖產生壓應力,形成加固拱。說明:以上幾種理論對于錨桿來說,只有在產生拉應力的前提下才起作用。因此在施工中一定要將螺絲上到墊板緊貼實頂,產生一定的拉應力。2、巷道支護參數的確定1、工程類比法?根據煤礦井巷工程錨噴圍巖分類為Ⅲ類(中等穩定巖層),查《采礦工程設計手冊》P2669知:圍巖類別巷道凈寬B支護方式受采動影響的巷道2000≤B<3500Ⅲ錨桿錨深1700間距8002、圍巖松動圈分類法巷道圍巖松動圈分類:圍巖類別圍巖穩定性松動圈范圍支護類型錨噴參數計算法備注Ⅲ中等穩定100-150錨桿加金屬網錨桿懸吊理論剛性支架3、解析法按懸吊理論計算錨桿支護參數:(1)錨桿長度計算:L=KH+L1+L2式中:L——錨桿的長度,m;K——安全系數,一般取2;H——冒落拱高度m,取0.5m;L1——錨桿錨入穩定巖層的深度,一般為0.25—0.4m;L2——錨桿外露長度,一般為0.1mL二2×0.5+0.4+0.1二1.5m(2)錨桿間排距計算,間排距相等:?A=[Q/KHR(1.5-1.8)]1/2式中:A——錨桿間排距,m;?Q——錨桿設計錨固力,50kN/根;?H——冒落拱高度,0.5m;??R——被懸吊砂巖的密度,取25KN/m3;??K——安全系數,取K=2。?A=1.05m?通過以上計算,選用直徑18mm的A3鋼,錨桿長1.8m,矩形布置,錨桿的間排距為0.8m。當圍巖穩定性較差時,錨桿的間排距要縮小為600mm。金屬網規格:孔50mm×50mm棱形網,0.9×7米,鍍鋅10#鐵絲編制。搭接長度100-200mm,用14號鐵絲進行人工聯網,兩扣一聯。(二)支護質量標準保證項目1巷道支護技術要求符合設計和作業規程2支護材料及配件的材料、品種、規格強度符合設計要求允許偏差項目檢驗項目設計值允許偏差1錨桿間距800±100,錨索孔距±1502錨桿排距800±100,錨索孔距±1503錨桿深度1750+0-50,錨索0-2004錨桿外露長度50≤505錨桿方向與井巷輪廓線角度90°≤15°6托板是否緊貼緊貼(三)、錨桿安裝工藝1、打錨桿眼:?兩幫打錨桿眼采用MZ—1.2型煤鉆配合配套鉆桿進行打眼,打錨桿眼前要敲幫問頂,排除危石。按間排距定出眼位,做出標記,打好眼后并將眼內巖粉和積水等雜物吹干凈。頂板打錨桿眼采用MYT-120/320Ⅲ型液壓錨桿(索)鉆機配合中空六方接長式鉆桿和φ28mm鉆頭濕式打眼(頂板打錨桿眼參照特殊支護中打錨索眼工藝)。2、安注錨桿安裝錨桿前應檢查錨桿眼孔質量(深度1750mm、角度不小于75°、間排距800×800mm)及錨桿構件是否符合要求,錨固劑是否硬化、過期、損壞等。已過期、發硬的錨固劑嚴禁使用,待一切符合要求時開始安裝。安裝時,錨桿桿尾安裝在攪拌器上,把錨固劑(CK2335型2卷)推入眼底,然后啟動攪拌器攪拌錨固劑,攪拌應連續進行,不得中斷,攪拌時間為15±5S,攪完后立即在眼口將桿體楔牢,防止固化過程中桿體發生位移。待錨固劑固化后,再上托板、同時鋪網擰螺母,托板緊貼巖面,螺母必須用扭距扳手擰緊,擰緊力矩不小于100N?m,上托板、擰螺母的同時鋪網聯網上鋼帶,網鋪平、鋪展,錨網壓接不小于100mm,每隔200~300mm,用14號鐵絲進行人工聯網,兩扣一聯。七、后路運輸安全技術措施1、各絞車必須安裝在頂板完整、支架完好、通風良好地點,并座于實底,絞車安裝固定后最突出部位距軌道不少于0.7m。2、絞車均采用地錨固定。①、絞車前后底腳各打4根Φ18mm×1.8m螺紋錨桿(不少于8根),每根錨桿配2根MSZ2835型樹脂藥卷,上齊壓板螺絲,壓板規格為長×寬×高=300mm×100mm×20mm鋼板;使用雙螺母固定牢固可靠。錨桿的外露長度不超過0.15m。每個壓塊上兩個M20螺母將壓杠擰緊,錨桿要垂直于底板打設,每根錨桿的錨固力不低于30MPa,使用前單位安排專人檢查絞車固定情況。②、若底板松軟,錨桿錨固力達不到上述要求時,打四壓兩戧木支柱,圓木直徑不小于18cm,壓支柱打在絞車前后底腳柱窩內,前后各兩根,兩根戧支柱戧住底座,與底板呈60°~70°角,柱頭要有柱窩,柱窩深度0.3m以上。3、絞車接線由專職電工負責,嚴禁帶電接線。各絞車安裝固定好后必須進行試車,確認無問題后方可投入使用。4、絞車司機必須持證上崗,開車前先檢查壓戧支柱、地錨、鋼絲繩、手把及各種安全設施的可靠性,有問題必須先處理再開車。
?5、絞車司機必須精力集中嚴格按信號開車,信號不清時,應通過回頭鈴發送反問信號,確認得到準確信號后,方可開車。
?6、絞車運行中要時刻注意前方有無障礙物和人員走動,注意鋼絲繩運行和排列情況,注意絞車的運轉情況等,發現異常要立即停車處理。
7、長時間停車,絞車開關必須停電閉鎖。
8、絞車運行中嚴禁用手或腳排繩,嚴禁站在旁側開車。
9、需要緊急停車,制動不要太猛,防止斷繩和翻車等事故的發生。緊急停車后再次啟動,必須檢查車和繩的情況。
10、斜坡吊掛停車時,司機不準離開崗位必須壓緊車閘,手把不準用鐵絲或其它物品捆綁。
11、回車時要控制回車的速度,嚴禁放飛車。18度以上斜坡必須帶電回車。對拉車兩司機必須配合好,控制好開回速度。
?12、對拉車兩車必須有單獨的信號,不得使用串聯信號。
?13、開車前必須掛好紅燈,燈光朝向行車方向。
?14、斜坡運輸嚴格執行“行人不開車,開車不行人”制度。
?15、礦車上道要由專人統一指揮,根據掉道的情況采用不同工具上道,需要牽引上道必須提前支墊好,嚴禁硬拖。16、絞車信號必須是聲光信號,并接有回頭鈴。
17、罐回到坡底后,絞車滾筒上至少留三圈繩,防止抽繩頭。八、其它1、避災路線:火、瓦斯、煤塵事故避災路線:工作面—2ZW11回風順槽—+832車場—+850軌道下山--+850車場—混合提升斜井—地面水、頂板事故避災路線:工作面—2ZW11回風順槽—+832車場—+850軌道下山--+850車場—混合提升斜井—地面2、本措施實施前必須組織有關人員進行貫徹學習,并留有貫徹記錄。未有貫徹學習的,不得指揮或者現場操作和本措施有關的生產活動。否則按“三違”處理。3、其它執行《煤礦安全規程》有關要求進行施工。4、如施工現場與本措施不符時,另行補充安全技術措施。5、爆破說明書巷道布置在中大槽,采用楔形掏槽。炸藥使用煤礦二號許用炸藥、毫秒電雷管,起爆使用MFd—100型防爆發爆器起爆,聯線方式為串聯。(1)、爆破原始條件表序號名稱單位數量序號名稱單位數量1掘進斷面m25.724瓦斯等級低2堅固性系數f5炸藥煤礦2號許用炸藥3工作面涌水情況M3/h無6雷管毫秒(2)、炮眼布置圖:見附圖。(3)、裝藥量及起爆順序?(注:聯線方式為串聯)炮眼序號炮眼名稱眼深(米)眼長(米)角度裝藥量爆破順序水平垂直卷/眼個數小計1-3掏槽眼2.47.283°4121.8Ⅰ4-8輔助眼2.2113152.25Ⅲ9-13底眼2.2114203.0Ⅱ14-1620-22幫眼眼2.213.23182.7Ⅳ17-19頂眼2.26.6391.35Ⅴ合計497411.1(4)、預期爆破效果表序號名稱單位數量序號名稱單位數量1炮眼利用率%915每米炸藥消耗量Kg/m5.552每循環進尺m2.06每循環炮眼總長度m493每循環爆破實體量m35.727雷管消耗量個/m33.854炸藥消耗量Kg/m31.948每米巷道雷管消耗量個/m10(5)、裝藥結構及封孔裝藥結構掘進工作面采用一律采用正向連續裝藥,嚴禁采用反向連續裝藥。封孔封孔材料必須用水炮泥加黃土做的炮泥封孔,封孔長度不得小于60cm。九、通風方式及路線1、通風方式施工過程中采用壓人式通風方式,風機安裝在+850軌道下山距+832m水平車場向上20米處。2、通風路線新風:地面→主井→+850m水平車場→+850m水平軌道下山→局部通風機→經風筒送至工作面。乏風:工作面→2ZW11回風順槽→+850m回風下山→+900m水平回風石門→風井→地面。二、風量計算和通風設備選擇獨立通風的掘進工作面實際需要的風量應按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸藥用量、人數和局部通風機實際吸風量等規定分別進行計算,并選取其中最大值。1、按瓦斯涌出量計算Q掘=100×q掘×Kj=100×2.0×0.15=30m3/min式中:?q瓦——掘進工作面絕對瓦斯涌出量,取0.15m3/min(正常生產條件下,連續觀測1個月,取月平均日瓦斯絕對涌出量)Kj——瓦斯涌出不均勻的風量備用系數,取2.0。2、按工作面人數計算Q掘=4×nj=4×20=80m3/min式中:??Q掘——掘進工作面實際需要的風量,m3/min;nj——掘進工作面同時工作的最多人數,20人。3、按煤巷掘進面最低風速計算:Qmin=60S掘ma*V掘式中:V掘——局部通風機供風巷道內最低允許風速,m/s;巖巷V掘≥0.15m/s,煤巷和半煤巖巷V掘≥0.25m/s;S掘ma*——局部通風機供風巷道的最大凈斷面積(掘進工作面因出現斷層、高冒、地質構造造成巷道斷面積增大的除外),m2Qmin=60×13.2×0.25=198m3/min由以上計算取最大值198m3/min為掘進工作面需風量。5、局部通風機吸風量計算:?Q扇=Q掘Pm3/min式中:Q扇——局部通風機工作風量,m3/min;P=1/(1-nL接)n——風筒接頭數(風機到工作面風筒接頭數為23個);L接——一個接頭漏風率,反壓邊連接時,L=0.002。Q扇=198×1/(1-23×0.002)=207.54m3/min6、按風速進行驗算按最低風速驗算:Q掘≥15×S掘≥15×13.2=198m3/min;按最大風速驗算:Q掘≤240×S掘≤240×13.2=3168m3/min;7、局部通風機安裝地點驗算:Q=Q局×Ii+Q最低風速,m3/min式中:Q局——局部通風機風量,m3/min;Ii——掘進工作面同時通風的局部通風機臺數。Q最低風速——在局部通風機供掘進工作面風時,供風點保證最低風速的。運輸巷最低風速為,0.25m/s.Q=160×1+0.25×60×13.2=358m3/min;根據以上計算,考慮風機安設位置,確定該工作面需風量為198m3/min,選用現有的FBDNO6.3(2*22KW)對旋式局扇和直徑800mm的柔性阻燃抗靜電風筒為工作面供風可滿足工作面需要。三、局部通風機安裝地點及要求和通風系統1、風機安裝在+850m軌道下山距+832水平車場向上20m處。2、安裝和使用局部通風機和風筒應遵守下列規定:(1)局部通風機必須由指定人員負責管理,保證正常運轉。(2)壓入式局部通風機和啟動裝置,必須安裝在進風巷道中,距掘進巷道回風口不得小于20m;全風壓供給該處的風量必須大于局部通風機的吸入風量,局部通風機安裝地點到回風口間的巷道中的最低風速必須符合有關規定。(3)必須采用抗靜電、阻燃風筒。(4)雙風機、雙電源,有自動切換風機和自動分風裝置。(5)嚴禁使用3臺以上(含3臺)的局部通風機同時向1個掘進工作面供風。不得使用1臺局部通風機同時向2個作業的掘進工作面供風。(6)使用局部通風機供風的地點必須實行風電、瓦電閉鎖,保證停風后切斷停風區內全部非本質安全型電氣設備的電源。使用2臺局部通風機供風的,2臺局部通風機都必須同時實現風電瓦電閉鎖。(7)使用局部通風機通風的掘進工作面,不得停風;因檢修、停電等原因停風時,必須撤出人員,切斷電源。恢復通風前,必須檢查瓦斯。只有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時,方可人工開啟局部通風機。
篇2:X工作面高位鉆場掘進安全措施
概述:
我單位將掘進3006(外)上順槽高位鉆場,該鉆場位于3006(外)上順槽,開口于32n30點向上順槽方向10m位置下幫,掘進方位角為97°12′,為確保施工期間安全,制定安全技術措施如下。
附圖1:3006(外)上順槽高位鉆場開口位置示意圖
一、?開口前準備工作:
1、地測科要及時送掘進中線。同時做好相關地質安全預測預報,并以書面形式送達煤三隊。
2、煤三隊提前做好開口前的設備安裝和材料準備工作,開口必須嚴格按照地測科給定的中線施工。
3、開口前及時通知通防科進行區域驗證,在驗證參數正常情況下方可允許開口施工。
二、施工方案:
1、開口處目前為4.1m×2.8mu36型棚支護,開口時用一根3m工字鋼配合4個專用卡子將4棚∪型棚棚梁固定牢固,然后去掉中間一根∪型棚腿,然后直接向前進行架棚作業。
2、開口時,由u型棚柱根向上500mm位置開始向前架棚。開口掘進時按30°起坡。掘進21.2m后,坡度改為±0°掘進6m,并向切割方向擴刷至4m寬作為鉆場平臺。
附圖2:3006(外)上順槽高位鉆場剖面示意圖
3、采用刮板運輸機將煤運至3006(外)上順槽刮板運輸機內,通過運輸線外運至煤倉。
4、掘進產生的矸石通過刮板運輸機運至3006(外)上順槽內,人工將矸石裝入礦車運輸升井。
三、設計及支護要求:
1、巷道設計
設計長度為27.2m,設計掘進坡度為開口+30°起坡,掘進21.2m后±0°掘進鉆窩,鉆窩設計長6m。
2、支護要求
(1)斜巷段首次掘進采用寬×高=2800mm×2500mm的可縮性近似半圓拱u29型鋼棚支護,下岔角為80°,棚距為700mm,十卡六拉,頂梁、柱腿各兩根。幫、頂鋪設金屬菱形網,網與網之間用冷拔絲螺旋扣扣相連,網與u型棚之間背設背木11根,每幫4根,頂梁3根;
附圖3:3006(外)上順槽高位鉆場斜巷段u型棚斷面支護圖
鉆窩設計為矩形斷面,支護方式為錨網;斷面寬×高=4400mm×2200mm;采用直徑×長度=20mm×1800mm的樹脂錨桿配合長×寬=8500mm×768mm的8#金屬菱形網錨固幫、頂,錨桿間排距為700mm×700mm;
附圖4:3006(外)上順槽高位鉆場鉆窩斷面支護圖
鉆窩內起錨高度為1000mm鉆場施工完成后,采用直徑不小于180mm的木棚支護將斜巷段u29型棚支護斷面替除,支護規格為梁×柱×柱:2400mm×2200mm×2200mm,凈高2000mm,凈寬2600mm,木拉條6根,頂梁2根,兩幫柱腿各兩根。
附圖5:3006(外)上順槽高位鉆場斜巷段替棚斷面支護圖
四、?安全技術措施:
1、通風、瓦斯管理
(1)鉆場掘進期間,采用原上順槽掘進期間的fbdno6.3/2×30kw型對旋式局扇風機供風,局扇開單組正常工作時有效風供風量為240~360m3/min,選用礦用阻燃抗靜電風筒ф500mm。
(2)掘進頭風機必須是雙風機雙電源,且能自動倒臺,每班至少對風機倒臺進行一次試驗,每班設專職電工看管風機,看風機人員必須現場交接班。
(3)掘進工作面、回風瓦斯傳感器報警濃度為≥0.7%。斷電濃度為≥0.8%。當巷道瓦斯濃度<0.7%時,方可恢復巷道供電。掘進工作面瓦斯傳感器安設在距掘進工作面正前煤壁3~5m范圍內風筒對幫,回風瓦斯傳感器安設在距回風口10~15m范圍內風筒對幫。瓦斯傳感器吊掛位置:距巷道支架頂梁圓弧的1/2處吊掛(風筒對幫),斷電范圍為掘進巷道內全部非本質安全型電器設備電源。
(4)掘進工作面爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.7%時,嚴禁爆破,掘進工作面、電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.8%時,必須停止工作,切斷電源,撤出人員,查明原因,進行處理。
(5)區隊長、班組長、流動電鉗工,以及區隊管理人員下井時必須攜帶瓦斯便攜儀。
(6)監控設備失靈,斷電,必須停止作業掘進巷道所有人員撤至全風壓新鮮風流中,
(7)超限報警時處理程序
①瓦斯的濃度達到≥0.7%時必須停止作業查清原因,并通知該區域瓦斯員和安全巡檢員到達報警地點。由瓦斯員現場執行,并進行處理。當瓦斯降到0.7%以下時方可生產。
②瓦斯的濃度達到≥0.8%時必須停止作業、切斷所有非本質安全型電氣設備電源、查清原因,并通知該區域瓦斯員和安全巡檢員到達報警地點。由瓦斯員現場執行,并進行處理。當瓦斯降到0.7%以下時方可生產。
2、頂板管理
(1)每次進入掘進工作面及爆破后,必須先敲幫問頂,并且對施工地點支護完好情況認真進行全面檢查,發現安全隱患后必須立即處理,及時找掉活矸活煤,嚴禁留有傘檐和額頭煤(巖),嚴防煤(巖)冒落傷人。
(2)掘進過程中,如發生迎頭煤壁片、落,柱頭以上采取打木錨桿控制頂煤,錨桿深入煤壁不得小于1m。間距可根據煤質情況可以適當調整,以控制好頂煤及兩肩窩為原則。
(3)初次架棚:擴刷斷面后,栽兩幫柱腿,并將其固定好,準備上梁;上梁時,多人抬梁時,要協調配合好,先上一端,然后迅速用u型卡纜固定牢固,再上另一端;拱梁上好后,幫頂鋪設菱形網,最后用半料將幫頂背實。
(4)替棚期間堅持執行好“先支后拆”,由外向里逐棚進行的原則進行。
(5)拆除舊u型棚螺栓期間施工人員嚴禁正對卡纜螺栓,防止螺栓崩彈傷人。
(6)替棚作業期間,出現空幫、空頂現場要及時使用煤袋或煤、矸塊填嚴背實,不得出現空幫、空頂隱患。
(7)斜巷段超前支護設計:架設4棚后開始使用,選用2根3m長п型梁,配合四條單鏈作為臨時支護。每次放順幫炮后,對巷道斷面的正頂刷頂,待頂刷好后,先敲幫問頂,前移超前支護,使п型梁一端抵住未擴刷的斷面,并把超前支護打緊背牢栓好防倒繩,將所架u型棚梁及網擔在超前支護的п型梁前端,聯好網、背好頂,同時把臨時支護所托的梁的頂拉桿與后面的永久支護的梁連接上牢,然后再挖柱窩栽腿,調好中線后上緊柱腿卡子、拉桿,最后用半料將幫、頂背實。
(8)平臺段超前支護設計:進入平臺施工4排錨桿后開始使用,采用4個專用卡子配合頂部施工好的外露錨桿以及2根3m長的π型梁作為超前支護。每次放順幫炮后,對巷道斷面的正頂刷頂,待頂刷好后,先敲幫問頂。然后鋪設頂網,前移超前支護,使п型梁一端抵住未擴刷的斷面,并把超前支護與頂網之間使用板料或背木打緊背牢,然后才可以進入提前支護好的頂板下進行打錨桿作業。如巷道較寬2根π型梁滿足不了提前護頂時,可采取增加π型梁數量達到保證頂板安全要求。
(9)冒頂處理方法:
①直接支架法:在巷道圍巖已經穩定,冒落巖石又不多,冒頂范圍約2~3m,可采用此法。即先敲幫問頂、臨時支護,在兩幫掏出柱窩,然后立好柱腿,緊接著架設頂梁,把幫頂背實,最后清理矸石。再往前依次照上述程序操作,直至處理完畢為止。
②撞楔法:當巷道冒落巖石很碎時,可采用此法。即在冒頂的地方先用撞楔向冒落碎巖石深處打入,在撞楔的保護下,清理冒落的巖石,然后架設新支架(撞楔的材料可選用鋼軌或小圓木)。
③處理冒頂注意事項:
a、必須保證巷道正常通風;
b、待幫頂穩定后,加固鄰近支護;
c、檢查冒頂處瓦斯,嚴禁超限作業;
d、堅持“敲幫問頂”制度;
e、派有經驗的職工絞架和專人觀頂。如頂煤破碎嚴禁人進入空頂內,處理方法為在已架設的棚頂填500mm厚的半料或煤袋進行處理。
3、綜合防塵
(1)爆破前后,附近20m的巷道必須灑水降塵,放炮前并將回風水幕打開。
(2)班組長、跟班干部要現場指揮安全生產,現場處理安全隱患;每班施工完畢必須把施工地點的浮矸、浮煤清凈,保持巷道整潔,嚴禁煤、巖塵超標。
①作業人員佩帶防塵口罩;
②爆破使用水泡泥;
③爆破時使用噴霧;
④裝煤時灑水降塵。
爆破
(1)開口施工必須堅持放小炮,并且對開口附近5m范圍內的u型棚螺栓進行緊固。
(2)開口施工保護好附近管線、電纜、風筒、設備等。采取落地、掩蓋、轉移、等保護措施,嚴防崩壞。
(3)爆破作業必須執行“一炮三檢”、“四人連鎖”放炮制度。
(4)裝藥前和爆破前有下列情況之一的,嚴禁裝藥、爆破:
①采掘工作面的控頂距離不符合作業規程的規定,或者支架有損壞,或者傘檐超過規定。
②爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到0.7%。
③在爆破地點20m以內,礦車、未清除的煤、矸或其它物體堵塞巷道斷面1/3以上。
④炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低,有顯著瓦斯涌出、煤巖松散、透老空等情況。
⑤掘進工作面風量不足,嚴禁爆破。
⑥出現過期和嚴重變質的爆破材料嚴禁爆破。
(5)爆破前,必須保護好電纜、開關、電機、風筒等,能移走的電器必須移至安全地點,移不走的用板料、廢皮帶等物料掩蓋好,嚴防崩壞設備。
(6)爆破工必須依照爆破作業說明書進行爆破作業。不得使用過期和嚴重變質的爆破材料。起爆地點必須有直通調度室的電話以及足夠數量的壓風自救裝置。
(7)掘進巷道臥底、刷幫、挑頂淺眼爆破炮眼深度和炮眼的封泥長度應符合下列要求:
①炮眼深度小于0.6m時,不得裝藥、爆破。
②炮眼深度為0.6m~1m時,封泥長度不得小于炮眼深度的1/2。
③炮眼深度超過1m時,封泥長度不得小于0.5m。
④工作面有2個或2個以上自由面時,在煤層中最小抵抗線不得小于0.5m,在巖層中最小抵抗線不得小于0.3m。淺眼裝藥爆破大巖塊時,最小抵抗線和封泥長度都不小于0.3m。
⑤探眼不能做炮眼使用,探眼、釋放孔及其它孔洞,在裝藥前要用炮泥封實,長度不小于炮眼深度的1.5倍。
(8)放炮前煤三隊跟班干部向調度室匯報,確保回風巷內無人巡查巷道或整修),后方可繼續進行放炮作業。每個放炮崗位必須由班組長或跟班干部親自布崗、撤崗,每個崗位必須嚴格執行“去二回一”制度,站崗人員要必須站在頂板安全或有護身措施的安全地點。
(9)3006(外)上順槽高位鉆場掘進全煤時,遠距離放炮站崗位置為4個,1#崗設在32軌道二級提升風門(進風側);2#崗設在32軌道二級提升與3202變電所交叉口向下(新鮮風流中):3#崗設在30042運煤巷與32采區頂板回風巷交叉口;4#崗設在3006(外)下順槽與32采區運輸下山二車場交叉口;起爆地點設在1#崗,以上站崗地點距爆破地點均不小于300m。爆破前機電工負責將工作面、運輸線電源及回風側站崗范圍內的所有非本安型電氣設備電源切斷,并嚴格執行停電掛牌制度。其它通往回風巷的地點由通風區設置柵欄,嚴禁人員通過。爆破前必須向礦調度請示,經允許后方可爆破;進入全巖后,按照爆破巖石撤人距離執行,既將人撤至距離起爆地點向外拐彎75m以外的安全地點。站崗人員必須在站崗位置拉警戒線,掛警戒牌并堅持誰布崗,誰撤崗。
附圖6:3006(外)上順槽高位鉆場全煤斷面遠距離爆破站崗位置示意圖
5、超前鉆探
(1)3006(外)上順槽高位鉆場掘進過程中探眼布置為1個,原則上全煤斷面深度為13m(超前10m)。全巖斷面深度為3m(超前2m)。布置在巷中距底1000mm的位置,所打角度與巷道掘進腰線平行;所打探眼無異常時,方可正常掘進。
(2)所打探眼嚴禁裝藥,封泥長度:大于爆破炮眼深度的1.5倍。
(3)施工期間必須注意觀察,發現煤巖松軟、片幫、來壓或鉆孔中出水,以及有頂鉆等異狀時,必須停止鉆進,但不得拔出鉆桿,現場負責人應立即向礦調度室報告,并派人監測水情。如果發現情況危急時,必須立即撤出所有受水威脅地區的人員,然后采取措施,進行處理。在上級部門指導下確保無突水危險后,方可施工作業。
(4)掘進工作面或其它地點發現有掛紅、掛汗、空氣變冷、出現霧氣、水叫、頂板淋水加大、頂板來壓、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、鉆孔噴水、底板涌水、煤壁潰水、水色發渾、有臭味等透水征兆時,應當立即停止作業,報告礦調度室,并發出警報,撤出所有受水威脅地點的人員。在原因未查清、隱患未排除之前,不得進行任何采掘作業。
6、其它
(1)由于斜坡度為+30°,必須將人行道與溜(煤)矸道分開,防止煤矸滾落傷人。斜坡段必須安設擋煤矸裝置,每隔2~3m打一根點柱(點柱可采取液壓柱或u型鋼點柱)配合高度不小于700mm的金屬菱型網,跟進掘進頭不得超過5m。網與每根點柱之間必須使用8#鉛絲上、下栓緊。
(2)鉆場下口要設堅固的擋煤矸裝置,防止矸石沖到上順槽傷人。在上順槽通過鉆場口安全地點安排專人站崗,出煤矸期間嚴禁人員通過;如果過人,必須先停止出矸,確保安全后才能從上順槽經鉆場下口通過。
(3)由于30°上坡巷道上山角度較大,所架棚迎山角按4~5°迎1°架設。架棚不得出現退山。
(4)掘進頭的大塊煤、矸石必須打碎后方可運出。
(5)由于鉆場掘進坡度較大,必須要防止∏型梁下竄傷人,每根∏型梁與頂網之間至少要有兩根尼龍繩連接,并拉緊繃直。
(6)防止人員進、出鉆場期間摔倒,斜巷段人行道側距離地面1.5m處安設一根棕繩,作為扶手。
(7)高位鉆場施工期間必須提前與調度室、采二隊聯系明確,以保證工作面與高位鉆場不同時生產。
7、安裝刮板運輸機安全技術措施
(1)施工負責人認真檢驗施工所用起吊工具手拉葫蘆大、小鏈是否有滑鏈現象,鏈環連接是否完好,不得有裂痕、腐蝕、損傷等問題,否則立即更換;檢查鋼絲繩繩套或40t大鏈不得有損傷和銹蝕,鋼絲的斷面積與鋼絲繩總斷面積不得大于10%。
(2)施工負責人認真檢驗電動機、減速機、刮板運輸機型號、技術參數是否符合要求,檢驗完好無誤后提前運至施工現場。
(3)施工負責人應將施工用的3t手拉葫蘆1個、40t單鏈10掛、擋煤板、qbz開關1臺、信號線、電纜(長度根據所鋪槽的長度確定)等工具材料準備齊全,并提前運至施工現場。
8、拆鋪刮運輸機注意事項
(1)拆刮板輸送機掐鏈時,按以下要求執行:機頭壓柱要牢靠,機頭上所有危及安全的轉動部分必須要有保護罩,按鈕要靈活可靠。掐鏈工作必須是由維修工和有工作經驗的工人來完成。拆刮板輸送機機頭時開關必須停電落鎖并掛上“有人工作,嚴禁送電”標志牌。
(2)鋪槽、運送大鏈的作業人員必須相互照應,搞好自主保安、互助保安,嚴防磕手碰腳。
(3)安裝刮板運輸機機頭時,必須由機電班長統一指揮,輸送機試運轉前,必須打好機頭、機尾壓柱。所有壓柱都必須拴好防倒小鏈(繩),以防壓柱翻倒發生事故。
9、刮板運輸機電氣操作安全
(1)安裝期間必須安排專職電工看管風機,并現場交接班。
(2)井下電鉗工必須隨身攜帶瓦斯便攜儀。
(3)接電源前,必須將閉鎖開關停電,停閉鎖上級電源,并掛停電牌,設專人看管。并嚴格執行電器設備開蓋、驗電、放電前必須先檢查瓦斯,只有瓦斯濃度在0.7%以下方可操作;維修開關時必須一人操作,一人監護,嚴禁一人操作。
(4)開關停電必須執行停電工作票制度,嚴禁約時停、送電,做到誰停電誰送電。停電開關必須落鎖、掛牌,并專人看管。
(5)電氣設備停電后開蓋必須進行驗電,驗電必須使用耐壓等級相適應的驗電筆進行驗電。
(6)驗電后確認無電后必須進行放電。放電時必須使用專用放電線進行放電;使用放電線時必須先接接地端,再接導體端;拆時順序相反。
(7)接電氣設備電纜或停電維修開關時,必須使用專用三相短路接地線將電源側三相導體端短路接地;使用專用三相短路接地線時必須先接接地端,再接導體端;拆時順序相反。
(8)嚴格按照負荷大小調整電氣保護裝置的設計整定值。嚴禁任意調整。供電系統發生故障后,必須查明原因,找出故障點,排出故障后方可送電,禁止強行送電或用強送電的方法查找故障。
五、根據地測科下達安全采掘通知書內容顯示,該鉆場開口時與30042運煤巷相距16m(巖石)。掘進期間兩巷相距最近距離為13m,其中巖石4m,煤8m。為確保施工期間安全,開口前必須將30042運煤巷交叉點u型棚螺栓進行加固。并且每次放炮前、放炮后安排專人到對方巷道檢查支護情況,發現隱患后立刻停止施工,待將隱患處理至安全狀態后方可允許繼續掘進。
六、未盡事項按《3006(外)切割及上順槽掘進作業規程》內容執行。
篇3:煤礦高位鉆場施工安全技術措施
一、概述:為確保2ZW11綜放工作面安全生產,高位鉆孔抽放工作面采空區上部裂隙帶瓦斯,經礦研究決定施工2ZW11回風順槽2#高位巷。為保證施工安全與質量制定如下安全技術措施:二、技術要求:1、巷道概述:2#高位巷從1#向外50m處開口施工,開口按+50°上山施工15m,揭露中大槽頂板后,進頂板巖層施工5m停頭。2、巷道規格:+50°上山為2.4×2.6m錨桿支護,采用φ18mm的鋼筋錨桿支護,頂板鋪金屬網,形成矩形斷面:凈寬2.4m,凈高:2.6m(斷面支護見附圖)。進頂板巖層為3.0×2.6m矩形規格,頂板鋪網,采用φ18mm的錨桿支護。3、支護形式及要求:煤巷錨桿間排拒800mm,頂幫鋪金屬網。進頂板巖層施工錨桿間排拒1000mm,頂板鋪金屬網。4、嚴格按技術科所給的中腰線施工。三、施工工藝1、施工工藝采用炮掘進行施工。2、運料路線絞車運輸線路:混合提升斜井--+850車場--+850軌道下山-+832車場—2ZW11回風順槽—3#高位巷掘進工作面。3、出煤、矸線路放炮后煤炭自滑進入2ZW11回風順槽,人工裝入礦車經絞車(+832回風順槽絞車、+850軌道下山絞車)運至+806水平2ZW11運輸順槽皮帶機頭溜煤眼、再到+850皮帶運輸下山皮帶上運輸至煤倉。放炮后矸石自滑進入2ZW11回風順槽后,人工裝入礦車經絞車(+832回風順槽絞車、+850軌道下山絞車、混合提升斜井絞車)運至地面。4、巷道施工順序先熟悉生產區域--搞施工后路安全質量標準化--安裝風、水、電等各種管路—挑頂加固開口--放震動炮開口施工5m--放小炮施工。5、每班施工順序:交接班--安全確認--延線--畫輪廓線點眼位--打眼—爆破--臨時支護—永久支護--出煤。四、開口及掘進安全技術措施1、施工前必須提前將所需設備、物料準備齊全,并運到指定地點,風水電管路必須安裝到位。2、施工之前必須對各種設備、線路進行安全確認,確保設備使用安全。3、施工前每一道工序包括上山材料運輸、使用等,都要先進行施工前的安全確認,人員相互配合好,作好自保、互保和聯保,確保安全,否則不得施工。4、施工人員要持證上崗,精神集中,衣帽整齊,袖口束緊,嚴格遵守安全、操作規程,嚴格執行措施。5、每班工作前和施工過程中,必須逐排認真仔細檢查施工地點錨桿的完整安全等情況。發現問題必須進行處理,嚴禁空頂作業,違章作業和冒險作業,做到不安全不施工。6、所有施工人員在每道工序前都必須嚴格堅持敲幫問頂制度,及時找凈頂幫及迎頭的活碴(煤)。找頂工作兩人配合作業,1人找頂,1人觀頂。找頂時要使用長柄工具,站在安全地點,由輕而重,由后向前逐片進行,與找頂無關人員遠離找頂現場。7、嚴禁空幫空頂作業,巷道施工必須采取一掘一錨作業方式,最大控頂距不得超過1.0m。第二個循環開始前,支護要緊跟迎頭,距迎頭不得超過1個排距。8、開口前必須將開口點附近各10米范圍內的電纜、管路風筒等有效保護好,設備撤離開口點以外10米,由班長負責。9、開口掘進至10m前,巷道掘進嚴格放小炮施工,爆破參數為正常裝藥量的一半,嚴禁放大炮。10、嚴禁空幫空頂作業,開口處必須先使用錨網加強支護,確保安全。11、每班的班組長及瓦檢人員,必須在施工前對巷道全面檢查一次,發現有頂板來壓、巷道變形嚴重時,要及時撤出人員,匯報區隊值班室及調度室,拿出具體解決方案后再施工。12、放炮時及施工中要保護好放炮地點附近15米內的風水管線及電纜、風筒等保護好。放炮前后迎頭向外20米巷道必須撒水滅塵。13、放炮后要及時加臨時支護,以防頂板冒落造成人身傷亡,臨時支護形式采用板梁加點柱,點柱要接觸到實底。五、爆破措施:1、放炮員必須持證上崗,必須堅持好“一炮三檢”和“三人連鎖”放炮制度。瓦斯超限時嚴禁放炮,放炮前后必須灑水。并按規定掛好瓦斯傳感器。2、放炮前,必須將施工地點及其前后各不少于10米范圍內的設備(傳感器等)及電纜、風水管線等設施能移動的移到安全地點,不能移動的要落地并用舊皮帶(不得有破洞)等物遮蓋嚴、保護好,否則不得施工。3、放炮前的準備工作由放炮員親自負責,裝配引藥只準放炮員一人進行,做引藥要在頂板支護完好的安全地點操作,并要避開電氣設備和導體。4、放炮地點20米巷道內,有堵塞物堵塞巷道斷面1/3以上時,必須立即清除。否則,不得裝藥放炮,最大臨時控頂距超過本措施規定要求時,不得裝藥放炮。5、每次放炮前,班長必須派專人到100米以外拐彎安全地點站崗警戒(包括可能進入放炮地點的所有通路),并必須把放炮警戒內的所有人員全部撤出。警戒線處要拉線設置標志。放炮站崗時要派專人負責聯絡工作,以免發生誤會。站好崗后,聯絡員通知班長,班長在確認無誤后,通知放炮員放炮。放炮員放炮前必須大喊三聲“放炮啦”并吹口哨三聲方可放炮。放炮后,站崗人員不接到撤崗命令不得擅自離崗。6、放炮后15分鐘,同時等煙霧出凈后由瓦斯員、放炮員、班隊長三人同時進入放炮地點,并按由外向里的順序檢查通風、支護、瓦斯、煤塵、殘爆、瞎炮等情況,并將巷道支護情況檢查清楚,確保安全后,方可進入工作地點,嚴禁空頂作業。7、放炮前后必須灑水,跟頭及后路要及時灑水滅塵,嚴禁煤塵堆積。8、嚴格按爆破設計鉆眼爆破,認真搞好光面爆破,提高巷道成型,保證巷道施工質量。遇軟煤(巖)或煤(巖)層破碎時時,要減小周邊眼眼距和裝藥量,預留刷幫量,用手鎬刷齊輪廓線。9、每班收工后必須支護跟頭,嚴禁空幫空頂,每班交接班時將支護及圍巖檢查一遍,確保工作地點安全、無隱患。六、支護設計:(一)、巷道斷面本巷道布置在中大槽煤層+832m水平,向煤層頂板掘進,作為1#高位鉆場巷道,巷道頂板為中大槽煤層,局部可能會遇到頂板破碎,因此在掘進當中要認真執行敲幫問頂制度,嚴防頂板事故。本巷道頂板支護采用錨網進行支護。斷面形狀為矩形。寬度:B凈=2.4m,高度:H凈=2.6m。?1、錨桿支護作用原理(1)懸吊作用:用錨桿將直接頂懸掛在堅固的老頂上。(2)組合梁作用:是把層狀巖體用錨桿連接并緊固,錨桿把數層薄的巖層組合成類似鉚釘加固的組合梁,提高了巖層的整體抗彎能力。(3)擠壓加固拱作用:錨桿通過錨頭和墊板對圍巖產生壓應力,形成加固拱。說明:以上幾種理論對于錨桿來說,只有在產生拉應力的前提下才起作用。因此在施工中一定要將螺絲上到墊板緊貼實頂,產生一定的拉應力。2、巷道支護參數的確定1、工程類比法?根據煤礦井巷工程錨噴圍巖分類為Ⅲ類(中等穩定巖層),查《采礦工程設計手冊》P2669知:圍巖類別巷道凈寬B支護方式受采動影響的巷道2000≤B<3500Ⅲ錨桿錨深1700間距8002、圍巖松動圈分類法巷道圍巖松動圈分類:圍巖類別圍巖穩定性松動圈范圍支護類型錨噴參數計算法備注Ⅲ中等穩定100-150錨桿加金屬網錨桿懸吊理論剛性支架3、解析法按懸吊理論計算錨桿支護參數:(1)錨桿長度計算:L=KH+L1+L2式中:L——錨桿的長度,m;K——安全系數,一般取2;H——冒落拱高度m,取0.5m;L1——錨桿錨入穩定巖層的深度,一般為0.25—0.4m;L2——錨桿外露長度,一般為0.1mL二2×0.5+0.4+0.1二1.5m(2)錨桿間排距計算,間排距相等:?A=[Q/KHR(1.5-1.8)]1/2式中:A——錨桿間排距,m;?Q——錨桿設計錨固力,50kN/根;?H——冒落拱高度,0.5m;??R——被懸吊砂巖的密度,取25KN/m3;??K——安全系數,取K=2。?A=1.05m?通過以上計算,選用直徑18mm的A3鋼,錨桿長1.8m,矩形布置,錨桿的間排距為0.8m。當圍巖穩定性較差時,錨桿的間排距要縮小為600mm。金屬網規格:孔50mm×50mm棱形網,0.9×7米,鍍鋅10#鐵絲編制。搭接長度100-200mm,用14號鐵絲進行人工聯網,兩扣一聯。(二)支護質量標準保證項目1巷道支護技術要求符合設計和作業規程2支護材料及配件的材料、品種、規格強度符合設計要求允許偏差項目檢驗項目設計值允許偏差1錨桿間距800±100,錨索孔距±1502錨桿排距800±100,錨索孔距±1503錨桿深度1750+0-50,錨索0-2004錨桿外露長度50≤505錨桿方向與井巷輪廓線角度90°≤15°6托板是否緊貼緊貼(三)、錨桿安裝工藝1、打錨桿眼:?兩幫打錨桿眼采用MZ—1.2型煤鉆配合配套鉆桿進行打眼,打錨桿眼前要敲幫問頂,排除危石。按間排距定出眼位,做出標記,打好眼后并將眼內巖粉和積水等雜物吹干凈。頂板打錨桿眼采用MYT-120/320Ⅲ型液壓錨桿(索)鉆機配合中空六方接長式鉆桿和φ28mm鉆頭濕式打眼(頂板打錨桿眼參照特殊支護中打錨索眼工藝)。2、安注錨桿安裝錨桿前應檢查錨桿眼孔質量(深度1750mm、角度不小于75°、間排距800×800mm)及錨桿構件是否符合要求,錨固劑是否硬化、過期、損壞等。已過期、發硬的錨固劑嚴禁使用,待一切符合要求時開始安裝。安裝時,錨桿桿尾安裝在攪拌器上,把錨固劑(CK2335型2卷)推入眼底,然后啟動攪拌器攪拌錨固劑,攪拌應連續進行,不得中斷,攪拌時間為15±5S,攪完后立即在眼口將桿體楔牢,防止固化過程中桿體發生位移。待錨固劑固化后,再上托板、同時鋪網擰螺母,托板緊貼巖面,螺母必須用扭距扳手擰緊,擰緊力矩不小于100N?m,上托板、擰螺母的同時鋪網聯網上鋼帶,網鋪平、鋪展,錨網壓接不小于100mm,每隔200~300mm,用14號鐵絲進行人工聯網,兩扣一聯。七、后路運輸安全技術措施1、各絞車必須安裝在頂板完整、支架完好、通風良好地點,并座于實底,絞車安裝固定后最突出部位距軌道不少于0.7m。2、絞車均采用地錨固定。①、絞車前后底腳各打4根Φ18mm×1.8m螺紋錨桿(不少于8根),每根錨桿配2根MSZ2835型樹脂藥卷,上齊壓板螺絲,壓板規格為長×寬×高=300mm×100mm×20mm鋼板;使用雙螺母固定牢固可靠。錨桿的外露長度不超過0.15m。每個壓塊上兩個M20螺母將壓杠擰緊,錨桿要垂直于底板打設,每根錨桿的錨固力不低于30MPa,使用前單位安排專人檢查絞車固定情況。②、若底板松軟,錨桿錨固力達不到上述要求時,打四壓兩戧木支柱,圓木直徑不小于18cm,壓支柱打在絞車前后底腳柱窩內,前后各兩根,兩根戧支柱戧住底座,與底板呈60°~70°角,柱頭要有柱窩,柱窩深度0.3m以上。3、絞車接線由專職電工負責,嚴禁帶電接線。各絞車安裝固定好后必須進行試車,確認無問題后方可投入使用。4、絞車司機必須持證上崗,開車前先檢查壓戧支柱、地錨、鋼絲繩、手把及各種安全設施的可靠性,有問題必須先處理再開車。
?5、絞車司機必須精力集中嚴格按信號開車,信號不清時,應通過回頭鈴發送反問信號,確認得到準確信號后,方可開車。
?6、絞車運行中要時刻注意前方有無障礙物和人員走動,注意鋼絲繩運行和排列情況,注意絞車的運轉情況等,發現異常要立即停車處理。
7、長時間停車,絞車開關必須停電閉鎖。
8、絞車運行中嚴禁用手或腳排繩,嚴禁站在旁側開車。
9、需要緊急停車,制動不要太猛,防止斷繩和翻車等事故的發生。緊急停車后再次啟動,必須檢查車和繩的情況。
10、斜坡吊掛停車時,司機不準離開崗位必須壓緊車閘,手把不準用鐵絲或其它物品捆綁。
11、回車時要控制回車的速度,嚴禁放飛車。18度以上斜坡必須帶電回車。對拉車兩司機必須配合好,控制好開回速度。
?12、對拉車兩車必須有單獨的信號,不得使用串聯信號。
?13、開車前必須掛好紅燈,燈光朝向行車方向。
?14、斜坡運輸嚴格執行“行人不開車,開車不行人”制度。
?15、礦車上道要由專人統一指揮,根據掉道的情況采用不同工具上道,需要牽引上道必須提前支墊好,嚴禁硬拖。16、絞車信號必須是聲光信號,并接有回頭鈴。
17、罐回到坡底后,絞車滾筒上至少留三圈繩,防止抽繩頭。八、其它1、避災路線:火、瓦斯、煤塵事故避災路線:工作面—2ZW11回風順槽—+832車場—+850軌道下山--+850車場—混合提升斜井—地面水、頂板事故避災路線:工作面—2ZW11回風順槽—+832車場—+850軌道下山--+850車場—混合提升斜井—地面2、本措施實施前必須組織有關人員進行貫徹學習,并留有貫徹記錄。未有貫徹學習的,不得指揮或者現場操作和本措施有關的生產活動。否則按“三違”處理。3、其它執行《煤礦安全規程》有關要求進行施工。4、如施工現場與本措施不符時,另行補充安全技術措施。5、爆破說明書巷道布置在中大槽,采用楔形掏槽。炸藥使用煤礦二號許用炸藥、毫秒電雷管,起爆使用MFd—100型防爆發爆器起爆,聯線方式為串聯。(1)、爆破原始條件表序號名稱單位數量序號名稱單位數量1掘進斷面m25.724瓦斯等級低2堅固性系數f5炸藥煤礦2號許用炸藥3工作面涌水情況M3/h無6雷管毫秒(2)、炮眼布置圖:見附圖。(3)、裝藥量及起爆順序?(注:聯線方式為串聯)炮眼序號炮眼名稱眼深(米)眼長(米)角度裝藥量爆破順序水平垂直卷/眼個數小計1-3掏槽眼2.47.283°4121.8Ⅰ4-8輔助眼2.2113152.25Ⅲ9-13底眼2.2114203.0Ⅱ14-1620-22幫眼眼2.213.23182.7Ⅳ17-19頂眼2.26.6391.35Ⅴ合計497411.1(4)、預期爆破效果表序號名稱單位數量序號名稱單位數量1炮眼利用率%915每米炸藥消耗量Kg/m5.552每循環進尺m2.06每循環炮眼總長度m493每循環爆破實體量m35.727雷管消耗量個/m33.854炸藥消耗量Kg/m31.948每米巷道雷管消耗量個/m10(5)、裝藥結構及封孔裝藥結構掘進工作面采用一律采用正向連續裝藥,嚴禁采用反向連續裝藥。封孔封孔材料必須用水炮泥加黃土做的炮泥封孔,封孔長度不得小于60cm。九、通風方式及路線1、通風方式施工過程中采用壓人式通風方式,風機安裝在+850軌道下山距+832m水平車場向上20米處。2、通風路線新風:地面→主井→+850m水平車場→+850m水平軌道下山→局部通風機→經風筒送至工作面。乏風:工作面→2ZW11回風順槽→+850m回風下山→+900m水平回風石門→風井→地面。二、風量計算和通風設備選擇獨立通風的掘進工作面實際需要的風量應按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸藥用量、人數和局部通風機實際吸風量等規定分別進行計算,并選取其中最大值。1、按瓦斯涌出量計算Q掘=100×q掘×Kj=100×2.0×0.15=30m3/min式中:?q瓦——掘進工作面絕對瓦斯涌出量,取0.15m3/min(正常生產條件下,連續觀測1個月,取月平均日瓦斯絕對涌出量)Kj——瓦斯涌出不均勻的風量備用系數,取2.0。2、按工作面人數計算Q掘=4×nj=4×20=80m3/min式中:??Q掘——掘進工作面實際需要的風量,m3/min;nj——掘進工作面同時工作的最多人數,20人。3、按煤巷掘進面最低風速計算:Qmin=60S掘ma*V掘式中:V掘——局部通風機供風巷道內最低允許風速,m/s;巖巷V掘≥0.15m/s,煤巷和半煤巖巷V掘≥0.25m/s;S掘ma*——局部通風機供風巷道的最大凈斷面積(掘進工作面因出現斷層、高冒、地質構造造成巷道斷面積增大的除外),m2Qmin=60×13.2×0.25=198m3/min由以上計算取最大值198m3/min為掘進工作面需風量。5、局部通風機吸風量計算:?Q扇=Q掘Pm3/min式中:Q扇——局部通風機工作風量,m3/min;P=1/(1-nL接)n——風筒接頭數(風機到工作面風筒接頭數為23個);L接——一個接頭漏風率,反壓邊連接時,L=0.002。Q扇=198×1/(1-23×0.002)=207.54m3/min6、按風速進行驗算按最低風速驗算:Q掘≥15×S掘≥15×13.2=198m3/min;按最大風速驗算:Q掘≤240×S掘≤240×13.2=3168m3/min;7、局部通風機安裝地點驗算:Q=Q局×Ii+Q最低風速,m3/min式中:Q局——局部通風機風量,m3/min;Ii——掘進工作面同時通風的局部通風機臺數。Q最低風速——在局部通風機供掘進工作面風時,供風點保證最低風速的。運輸巷最低風速為,0.25m/s.Q=160×1+0.25×60×13.2=358m3/min;根據以上計算,考慮風機安設位置,確定該工作面需風量為198m3/min,選用現有的FBDNO6.3(2*22KW)對旋式局扇和直徑800mm的柔性阻燃抗靜電風筒為工作面供風可滿足工作面需要。三、局部通風機安裝地點及要求和通風系統1、風機安裝在+850m軌道下山距+832水平車場向上20m處。2、安裝和使用局部通風機和風筒應遵守下列規定:(1)局部通風機必須由指定人員負責管理,保證正常運轉。(2)壓入式局部通風機和啟動裝置,必須安裝在進風巷道中,距掘進巷道回風口不得小于20m;全風壓供給該處的風量必須大于局部通風機的吸入風量,局部通風機安裝地點到回風口間的巷道中的最低風速必須符合有關規定。(3)必須采用抗靜電、阻燃風筒。(4)雙風機、雙電源,有自動切換風機和自動分風裝置。(5)嚴禁使用3臺以上(含3臺)的局部通風機同時向1個掘進工作面供風。不得使用1臺局部通風機同時向2個作業的掘進工作面供風。(6)使用局部通風機供風的地點必須實行風電、瓦電閉鎖,保證停風后切斷停風區內全部非本質安全型電氣設備的電源。使用2臺局部通風機供風的,2臺局部通風機都必須同時實現風電瓦電閉鎖。(7)使用局部通風機通風的掘進工作面,不得停風;因檢修、停電等原因停風時,必須撤出人員,切斷電源。恢復通風前,必須檢查瓦斯。只有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時,方可人工開啟局部通風機。