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回风绕道贯通调风安全技术措施

2024-07-23 阅读 7041

为保证通风系统的合理性,根据生产布署安排,11601回风顺槽与回风石门之间要开一联巷,取名采区回风绕道,该巷道自开工到与石门贯通共有18米根据《规程》第108条规定和《防突管理规定》第19条第四款有关规定特制定采区回风上山贯通后通风流调整安全措施如下:,

一、?成立贯通前、贯通时、贯通后风流调整组织领导机构:

组长:李献书

副组长:靳立全

成?员:张晓、柳瑞生及掘进、通防工区人员

二、?贯通前的准备工作:

1、因该巷道在4月23日早班开工故在自4月23号早班,回风石门上下两端、11602回风口以里50米、采区回风上山下端打上栅栏,悬挂“禁止入内”警示牌,不经允许不得进入。

2、贯通施工中做好被贯通地点的警戒工作,并严格执行“一炮三检”制度,放炮前要按规定做好警戒工作,禁止一切人员入进入警戒区。

3、回风石门不能停止瓦斯检查工作。应班班检查被贯通处的瓦斯含量。只有在规定的瓦斯浓度时(瓦斯不超过0.8%,二氧化碳不超过1.2%)时掘进工作面方可装药起爆,否则严禁施工。

4、每次装药放炮前,班组长必须派专人和瓦斯检查员到回风绕道迎头及回风石门检查瓦斯,只有两边瓦斯浓度在0.8%以下方可工作。

5、放炮前必须派专人站岗;位置(附贯通通知单)

6、掘进工作,放炮要严格遵守综合防尘制度,湿式打眼,使用水炮泥,放炮前后洒尘,严格执行“三保险、三人连锁、一炮三检”制度,放炮前要及时在回风石门透点附近洒水灭尘。安全员要严格检查落实,一项不合格,不准放炮。

7、每次放炮后,放炮员和掘进班组长必须巡视放炮地点和回风石门透点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板和瞎炮情况,发现异常,立即处理等检查完毕发现无异常情况,人员退出警戒区,才允许掘进工作面下一次放炮。

8要维护好风筒,保证迎头有充足的风量。

9、安监、调度部门要派专人现场监督贯通措施的执行情况

三、?贯通时:

(1)、距贯通点有5米时,技术科通知调度室,由调度室通知通风科,通风科派专人到现场跟班,随时检查有害气体浓度。放炮时,站岗位置,布置明确,责任到人,确保安全贯通。贯通时,必须先用长杆子打探眼,探透后,要用风镐向前掘进直到预透点,并保护好预透点附近的电缆、风管、水管、抽放管、隔烟花爆设施等设备,防止损坏。

(2)、巷道在全断面贯通前,迎头局部通风机保持正常运转。

四、贯通后的调风措施

1、巷道全断面贯通后,掘进工区当班电工负责关闭停止采区回风巷的。通防科派专人在各调节风窗前调节风流。通风科人员开始调整风量。

2、贯通后。1)利用调节风控制进入11602工作面的风量保证在700m3/min左右2)利用调节风窗调节各供风点风量,使其达到配风计划要求

3、调整风量时,整个采区必须停止作业,要有安全科长和通防区长进行现场指挥,发现问题及时处理。

4、调风期间,采区回风上山内必须有专职瓦检员检测瓦斯浓度,若有变化及时汇报,若出现瓦斯浓度超过0.8%,二氧化碳浓度超1.2%时,必须马上调整调节风窗进行处理。

5、调风期间,防止风流紊乱整个采区的所有迎头内,要撤出所有与调风无关的人员,切断电源。

6、调风完毕,且风流稳定30分钟后。瓦斯员再检测整个采区开关及电气设备附近10米内风流中瓦斯浓度不超过0.4%,方可由通风科跟班人员通知调度室,宣布调风结束。

五、贯通执行

1、以上规定,望各工区严格遵守执行,未述及之处按《规程》要求施工。

2、本安全措施经组织会审批准下发后,由回影顺负责向所有作业人员进行贯彻学习,否则不准下井作业。

3、从下发之日开始执行。

附风量分配

一、矿井风量、风压及等积孔

根据煤层瓦斯含量计算经验公式和《矿井瓦斯涌出量预测方法(aq1018-2006)》标准,采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。经计算,容易时期采煤工作面的相对瓦斯涌出量为13.5m3/t,掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.5054m3/min;困难时期采煤工作面的相对瓦斯涌出量为15.6m3/t,掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.1188m3/min。

1、风量计算

矿井以一个炮采工作面达到设计生产能力30万t/a,根据《煤矿安全规程》第103规定:矿井需要的风量,按下列要求分别计算,并取其最大值。

(1)按最大班下井人数计算

q矿进=4×n·k矿通

式中:q矿进—矿井总供风量,m3/s;

n—井下同时工作的最多人数,按100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矿进=4×50×1.25=500m3/min=8.3m3/s。

(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算

1)采煤工作面风量计算

①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算:

采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为:

容易时期:q=100q绝k=100×3.59×1.6=574m3/min=9.57m3/s

困难时期:q=100q绝k=100×4.14×1.6=662m3/min=11.04m3/s

式中:?q绝————采煤工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;容易时期采面的相对瓦斯涌出量为:13.5m3/t,则绝对瓦斯涌出量为:13.5×870/1440=8.16m3/min,矿井抽放率取56%,则抽放后的瓦斯量为:8.16×0.44=3.59m3/min;困难时期采面的相对瓦斯涌出量为:15.6m3/t,则绝对瓦斯涌出量为:15.6×870/1440=9.42m3/min,矿井抽放率取56%,则抽放后的瓦斯量为:9.42×0.44=4.14m3/min;

k————瓦斯涌出不均衡系数,可取1.2~1.6,取1.6;

②按最大班出勤人数计算

q=4n=4×50

=200m3/min=3.33m3/s

式中:?n——工作面最大班出勤人数

③按工作面温度计算

容易时期:q采=vc·sc·ki=1.0×6.2×1.1=6.8m3/s

困难时期:q采=vc·sc·ki=1.0×5.7×1.1=6.3m3/s

式中:?vc——工作面风速,取1.0m/s

sc——工作面平均断面,容易时期取6.2m2,困难时期取5.7m2;

ki:工作面长度系数,取1.1。

④按风速验算

容易时期:qmin=15s=15×6.2=93m3/min=1.55m3/s

qma*=240s=240×6.2=1488m3/min=24.8m3/s

困难时期:qmin=15s=15×5.7=85.5m3/min=1.43m3/s

qma*=240s=240×5.7=1368m3/min=22.8m3/s

式中:?s——工作面平均断面积,容易时期取6.2m2,困难时期取5.7m2;

综合上述计算,回采工作面容易时期按q采=9.57m3/s配风,困难时期按q采=11.04m3/s配风。

2)掘进工作面风量计算

掘进工作面风量计算

①按绝对瓦斯涌出量计算

掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为:

容易时期:q=100q绝k=100×1.5054×2.0=301.08m3/min=5.02m3/s

困难时期:q=100q绝k=100×1.1188×2.0=223.76m3/min=3.73m3/s

式中:?q绝———掘进工作面绝对瓦斯涌出量,容易时期为1.5054m3/min;困难时期为1.1188m3/min;

k————瓦斯涌出不均衡系数,取2.0

②按最大炸药消耗量计算

q=25a=25×4

=100m3/min=1.67m3/s

式中:a——掘进工作面最大炸药消耗量,约4kg。

②按工作面最大班出勤人数计算

q=4n=4×15

=60m3/min=1m3/s

式中:n——掘进工作最大班出勤人数,取15人

③按局部通风机实际风量计算

q掘=q扇×i+60×0.25s

=335×1+60×0.25×6.83

=437.45m3/min=7.29m3/s

式中:?q掘————掘进工作面实际需风量,m3/min

q扇————局部通风机实际吸风量,m3/min

i————局部通风机台数,台

s————局扇安装处断面,取6.83m2

掘进工作面采用fbd6.0型局部通风机压入式供风,其风量为240~335m3/min。

④按风速验算

qmin=15s=15×7.68

=115.2m3/min=1.92m3/s

qma*=240s=240×7.68

=1843.2m3/min=30.72m3/s

式中:s——掘进工作面断面,7.68m2

综合上述计算,掘进工作面按取q=7.29m3/s配风。

我矿现有掘进工作面3个σq掘=7.29×3=21.87m3/s

3)硐室风量计算

矿井共有机电硐室

设计有三个独立通风硐室,一个为绞车房,配风1.0m3/s;一个为中央变电所,配风1.0m3/s,两个为联巷,配风1.0m3/s,共配风4m3/s。

4)分别法,按各需风地点实际需风量计算

矿井风量:q=(σq采+σq掘+σq硐+σq其它)×k矿

式中:σq采——采煤工作面所需风量之和;

σq掘——掘进作面所需风量之和;

σq硐——各独立供风硐室所需风量之和;

σq其它——其它行人和维护巷道所需风时之和,根据该矿的开拓及巷道布置,取(σq采+σq掘+σq硐)的5%。

容易时期:∑q其它=(15.07+7.29×2+2)×5%=1.58(m3/s);

困难时期:∑q其它=(17.41+7.29×2+3)×5%=1.75(m3/s);

k矿————矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀系数),取1.25。

容易时期:q=(9.57+7.29×3+2+1.58)×1.2=42.02m3/s

困难时期:q=(11.04+7.29×3+3+1.75)×1.2=45.2m3/s

所以,容易时期总风量按q=42m3/s配风,困难时期总风量按q=46m3/s配风。

5)风量分配:

①矿井容易时期总风量为43m3/s,其中:回采工作面配风9.57m3/s,每个掘进工作面配风7.29m3/s,硐室4m3/s。风量分配见下表:

②矿井困难时期总风量为47.3m3/s,其中:回采工作面配风17.4m3/s,每个掘进工作面配风7.29m3/s,硐室6m3/s,其它2m3/s。风量分配见下表:

容易时期:(9.57+7.29×3+2+1.58)×1.2=37.44m3/s

困难时期:q=(11.04+7.29×3+3+1.75)×1.2=40.91m3/s

贯通前风量分配及实际有效风量

用风地点贯通前风量需风量实际配风量富余系数m3/sm3/s采煤工作面9.5714.61.531608掘进工作面7.298.41.15采区回风上山7.298.11.11主运输巷掘进工作面7.298.21.12中央变电所11.51.5绞车房11.41.4临时变电所11.21.2其它巷道2.1231.42合计36.5646.41.27

2)、矿井风量重新分配(巷道贯通后)

1)分配原则:确定矿井总风量后,应将其分配到各用风地点,其分配原则主要是:

①分配到各用风地点(包括回采面、掘进面、硐室等)的风量,应不低于计算风量;

②为维护巷道,防止坑木腐烂,金属锈蚀,以及行人安全等,所有巷道都应分配一定的风量;

③风量分配后,应保证井下各处瓦斯浓度,有害气体浓度,风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。

2)分配方法

①确定矿井总风量后,首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量;

②从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量,余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采,再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点,用于维护巷道和保证行人安全。

矿井风量q矿井=(∑q采+∑q掘+∑q硐+∑q其它)×k矿,根据矿井采掘接续关系及以上风量计算,矿井容易时期风量分配及通风困难时期风量分配详见表

篇2:胶带顺槽正巷绕道开口及贯通施工安全技术措施

为确保2106胶带顺槽正巷及绕道开口和施工期间掘进安全,特制定如下安全技术措施:

一、工程概况:

(一)、巷道用途:

2106胶带顺槽主要为2106综采工作面出货及回风服务。

2106胶带顺槽绕道主要为2106胶带顺槽掘进期间进风及进料服务。

(二)、工程量及施工安排:

1、工程量见附表

巷道名称掘进方式工程量

2106胶带顺槽炮掘137.6m

2106胶带顺槽绕道炮掘68.81m

2、施工安排:

(1)、2106胶带顺槽正巷从一采区回风巷CH18点前17.98m开口(中至中)沿180°方位角,坡度8°51′上山掘进52.6m(平距52m)后平掘9m,然后沿9°下山预计施工36.43m(平距35.98m)进入2#煤,之后沿2#煤顶板掘进5.0m与2106胶带顺槽绕道贯通后继续沿2#煤顶板掘进30m停掘。

(2)、2106胶带顺槽绕道从一采区轨道巷CG15点后2.59m开口,(中至中)方位角140°平掘施工10m后,沿6°坡度上山施工22.7m(平距22.6m)进入2#煤,之后平掘施工10m到设计的2105轨道顺槽前进方向的右帮,继续沿2#煤顶板施工22.6m到设计的2106胶带顺槽的前进方向的右帮。

(3)、注意事项:2106胶带顺槽正巷8°51′上山掘进施工25.3m——29.8m过一采区胶带巷空巷。平掘施工的9m段过一采区轨道巷空巷。

(4)、2106胶带顺槽正巷开工位置顶板标高609.9m;

一采区胶带巷空巷顶板标高603.2m;

一采区轨道巷空巷段及绕道开口顶板标高610.0m;

预计2#煤顶板标高611.6(参考中煤在一采区轨道巷打钻成果)

(三)、出货及通风方式:

(1)、2106胶带顺槽正巷施工5m后采用耙斗机出货至一采区回风巷皮带上,溜煤眼施工完成后采用耙斗机配合溜子从溜煤眼出货至一采区胶带巷皮带上。

(2)、2106胶带顺槽绕道开口采用人工装矿车出货。开口5m后采用耙斗机配合溜子装矿车,然后经一采区轨皮二联巷溜子到一采区胶带巷皮带上。

(3)、通风方式:

2106胶带顺槽正巷:一采区胶带巷——一采区皮回联巷——一采区回风巷——2106胶带顺槽——一采区回风巷。(风机采用15KW)

2106胶带顺槽绕道:一采区轨道巷——2106胶带顺槽绕道——一采区轨皮二联巷——一采区胶带巷——一采区皮回联巷——一采区回风巷。(风机采用15KW)

二、巷道断面:

1、2106胶带顺槽开口20m段:毛宽2.5m,毛高2.8m,断面积7.0m2;净宽2.3m,净高2.5m,断面积为5.75m2。

2、2106胶带顺槽正巷77.3m段:毛宽4.4m,毛高2.8m,断面积12.32m2;净宽4.2m,净高2.5m,断面积为10.5m2。

3、2106胶带顺槽皮带机头35m段:毛宽4.7m,毛高2.8m,断面积13.16m2;净宽4.5m,净高2.5m,断面积为11.25m2。

4、2106绕道:毛宽3.6m,毛高2.8m,断面积10.08m2;净宽3.4m,净高2.5m,断面积为8.5m2。

支护形式:

(一)、2106胶带顺槽开口20m段

1、顶板采用Φ20mm×2.2m的螺纹钢锚杆,1.1×2.9m的镀锌金属网,Φ14-80-2100mm的钢带进行支护。顶锚杆间排距分别为1000×1000mm,每排布置3根。

2、锚索采用Φ17.8×6500mm的钢绞线,锚索托板300×300×16mm及配套锁具。锚索每隔一排巷中布置一根。

(二)、2106胶带顺槽正巷77.3m段

1、顶板采用Φ20mm×2.2m的螺纹钢锚杆,1.1×4.8m的镀锌金属网,Φ14-80-4200mm的钢带进行支护。顶锚杆间排距分别为800×1000mm,每排布置6根。

2、锚索采用Φ17.8×6500mm的钢绞线,锚索托板300×300×16mm及配套锁具。锚索两侧0.8m各布置一根,间排距分别为1600×2000mm。

(三)、2106胶带顺槽皮带机头35m段

1、顶板采用Φ20mm×2.2m的螺纹钢锚杆,1.1×5.1m的镀锌金属网,Φ14-80-4200mm的钢带进行支护。顶锚杆间排距分别为800×1000mm,每排布置6根。

2、锚索采用Φ17.8×6500mm的钢绞线,锚索托板300×300×16mm及配套锁具。锚索第一排中线两侧0.8m各布置一根,第二排中线处布置一根。间排距分别为1600×1600mm。

(四)、2106胶带顺槽绕道

1、顶板采用Φ20mm×2.2m的螺纹钢锚杆,1.1×4.0m的镀锌金属网,Φ14-80-3300mm的钢带进行支护。顶锚杆间排距分别为800×1000mm,每排布置5根。

2、锚索采用Φ17.8×6500mm的钢绞线,锚索托板300×300×16mm及配套锁具。锚索每排巷中线处布置一根。

(五)、两帮使用Φ16m×1600mm圆钢锚杆,1.1×2.1m的金属网和Φ14-80-2000mm的钢带进行支护,帮锚杆布置方式为每排三根平行布置,间排距为900×1000mm。

四、临时支护

1、临时支护采用两根3.15m内注式单体液压支柱配合3.2m×1/2Φ18cm的半园木棚板进行临时支护。

2、施工期间最大控顶距为2.2m,最小控顶距为0.2m。

五、安全技术措施

(一)开口安全技术措施

开口施工前,风机必须安设好。主风机必须安设有风电闭锁,巷内其他非本安电器设备必须安装瓦斯电闭锁装置,不得随意停风,因停电检修或其它原因致使风机停运转时,必须撤出人员,切断电源。恢复通风前,必须检查局部通风机及其开关附近10m范围内的瓦斯浓度,只有在瓦斯浓度低于0.5%时,方准送电进行供风。风机要安设在一采区胶带巷和一采区轨道巷距回风口大于10m的新鲜风流中,且确保安设地点支护完好,围岩稳定。

开口施工前及每次放炮前副队长、带班长必须亲自检查巷道内电缆、设备、风筒等是否用废旧皮带盖好,如有遗漏处必须及时处理,以免爆破崩坏。

绕道开口施工前,一采区轨皮二联巷溜子必须铺设牢靠。

(二)爆破安全技术措施

1、所有的放炮人员必须持证上岗,按章操作。

2、放炮员必须将炸药、电雷管分别存放在专用的箱内,并加锁,严禁乱扔、乱放。火药箱必须放在顶板完好支架完整,避开机械和电气设备的地点。每次放炮时,都必须将炮药存放到警戒线以外的安全地点。

3、装配引药时,电雷管只许由药卷的顶部装入,不得用电雷管代替木竹棒扎眼,电雷管必须全部插入药卷内,严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。

4、装配引药时,应在顶板完好,避开电气设备和导电体的放炮工作地点附近进行,严禁坐在炮药箱上装配引药。

5、装配引药时,必须防止电雷管受震动或冲击,以及防止折断电雷管脚线和损坏脚线绝缘层。

6、雷管插入药卷后,应用脚线将药卷缠住,以便把雷管固定在药卷内,且必须将雷管脚线末端扭结短路,以防杂散电流引爆。

7、装药后必须将电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、放炮母线同运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体接触。

8、装药采用正向装药,严禁反向爆破,严禁装盖药。

9、炮眼封泥采用水炮泥、水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。炮泥长度不能小于炮眼深度的二分之一,严禁用煤粉或其它可燃性材料作为炮泥。

10、放炮前,脚线连接工作可由专门培训的班组长协助放炮员进行放炮母线的联接,线路检查和通电工作只准放炮员一人操作。

11、放炮母线要有足够长度,放炮直线距离不小于100米,放炮时所有工作人进入警戒线以外。

12、不准使用两根材质,规格不同的导体作母线,发现母线外皮破损,必须及时包扎。放炮母线随用随挂、严禁使用固定放炮母线,放炮前,放炮母线必须扭结短路。

13、放炮前,班组长必须亲自布置警戒,警戒位置不小于100米,放炮时所有人员都要撤到警戒线以外,人数清点准确后,放炮员得到班组长的命令,才能放炮。

14、放炮后、放炮员、瓦斯员、班组长必须巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、锚杆及瞎炮、残炮等情况。如有危险情况必须立即处理。

15、处理拒爆残爆时必须在班组长的直接指挥下进行,并应在当班处理完毕。如果当班不能处理完毕时,放炮员必须同下班放炮员在现场交接清楚。拒爆残爆严格执行《煤矿安全规程》第342条中的规定。

16、放炮作业时,放炮员、班组长、瓦检员都必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。

17、放炮必须使用专用发炮器,严禁明火放炮。

18、当班剩余火工品必须与下班交接,并作记录,如遇空班,必须退回火药库。

(三)、过空巷安全技术措施

1、过空巷前后10m开炮前,当班带班长或副队长要派专人进空巷位置前后100m设警戒,严禁任何人员、设备等进入空巷区域。

2、过空巷前后5m范围2106胶带顺槽正巷施工时,严禁一次性全断面爆破,并且采用多打眼、少装药、缩小循环进度的形式过空巷。

3、每次爆破后,设警戒人员必须先检查空巷区域顶板完好情况,确认无隐患后方可撤警戒。如发现隐患,必须及时汇报调度室,由相关领导组织人员及时处理。只有处理完隐患并确认安全后方可恢复2106胶带顺槽正巷掘进。

4、一采区轨道巷、一采区胶带巷空巷区域前后,必须有一台能直接联系2106胶带顺槽工作面施工人员的通讯设备。设警戒人员必须经工作面当班副队长或带班长同意后方可撤警戒。

5、2106胶带顺槽正巷与2106胶带顺槽绕道工作面掘进相距20m时,必须停止掘进一个工作面。

(四)、贯通安全技术措施

1、巷道贯通前必须及时通知调度室、通风区,以便及时检测风量,提前做好调整风向的准备工作。

2、巷道贯通时必须由专人在现场同一指挥,停掘的工作面必须保持正常通风,设置栅栏及警戒,经常检查风筒的完好情况和工作面及其风流中的瓦斯浓度,瓦斯超限时及时处理。掘进的工作面每次爆破前,必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查瓦斯浓度,超限必须停止工作,然后处理瓦斯,只有在两巷的瓦斯浓度都在1.0%以下时,掘进的工作面方可爆破.每次爆破前,两条巷道必须有专人警戒。

3、贯通后,必须停止巷道内一切工作,立即调整通风系统,风流稳定后,方可恢复工作。

4、2106胶带顺槽与2106胶带顺槽绕道贯通前后5m段。2106胶带顺槽绕道及2106胶带顺槽正巷锚索每排布置两根,布置方式为巷中两侧0.8m分别打一根。2106胶带顺槽锚索采用Φ21.6×6500mm的钢绞线,2106胶带顺槽绕道锚索采用Φ17.8×6500mm的钢绞线。

(五)其他

1、开工前,地测部门必须及时标定施工中、腰线,施工队组严格按线施工。

2、顶部锚杆呈矩形均垂直于顶板布置。锚索必须紧跟工作面,保证有效长度,不得剪切,外露长度不大于300mm,开口处前后5m范围内补打Φ20×2200mm全锚树脂锚杆配合400*200的“W”钢带进行补强支护,间距为2.0m。锚杆紧固必须用专用风动工具进行,确保顶锚杆紧固力不小于300N.M,帮锚杆紧固力不小于120N.M。顶锚杆锚固力不小于105KN,帮锚杆锚固力不小于48KN,锚索锚固力不小于200KN。

3、如施工过程中顶板破碎,工作面遇断层等要及时的缩小循环进度,缩小永久支护排距。

4、耙斗机、刮板输送机安设要用Φ20×2200mm的锚杆锚固好。耙斗机操作台前要有护栏、照明。

5、矿车出货时,严格执行“行人不行车,行车不行人”制度。

6、施工过程中,如有发生意外事故,跟班副队长或带班长必须及时汇报调度室,由值班领导组织处理。

7、其余未涉及之处,严格执行煤矿“三大规程”中的有关规定。

篇3:回风绕道贯通调风安全技术措施

为保证通风系统的合理性,根据生产布署安排,11601回风顺槽与回风石门之间要开一联巷,取名采区回风绕道,该巷道自开工到与石门贯通共有18米根据《规程》第108条规定和《防突管理规定》第19条第四款有关规定特制定采区回风上山贯通后通风流调整安全措施如下:,一、?成立贯通前、贯通时、贯通后风流调整组织领导机构:

组长:李献书副组长:靳立全成?员:张晓、柳瑞生及掘进、通防工区人员二、?贯通前的准备工作:1、因该巷道在4月23日早班开工故在自4月23号早班,回风石门上下两端、11602回风口以里50米、采区回风上山下端打上栅栏,悬挂“禁止入内”警示牌,不经允许不得进入。2、贯通施工中做好被贯通地点的警戒工作,并严格执行“一炮三检”制度,放炮前要按规定做好警戒工作,禁止一切人员入进入警戒区。3、回风石门不能停止瓦斯检查工作。应班班检查被贯通处的瓦斯含量。只有在规定的瓦斯浓度时(瓦斯不超过0.8%,二氧化碳不超过1.2%)时掘进工作面方可装药起爆,否则严禁施工。4、每次装药放炮前,班组长必须派专人和瓦斯检查员到回风绕道迎头及回风石门检查瓦斯,只有两边瓦斯浓度在0.8%以下方可工作。5、放炮前必须派专人站岗;位置(附贯通通知单)6、掘进工作,放炮要严格遵守综合防尘制度,湿式打眼,使用水炮泥,放炮前后洒尘,严格执行“三保险、三人连锁、一炮三检”制度,放炮前要及时在回风石门透点附近洒水灭尘。安全员要严格检查落实,一项不合格,不准放炮。7、每次放炮后,放炮员和掘进班组长必须巡视放炮地点和回风石门透点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板和瞎炮情况,发现异常,立即处理等检查完毕发现无异常情况,人员退出警戒区,才允许掘进工作面下一次放炮。8要维护好风筒,保证迎头有充足的风量。9、安监、调度部门要派专人现场监督贯通措施的执行情况三、?贯通时:

(1)、距贯通点有5米时,技术科通知调度室,由调度室通知通风科,通风科派专人到现场跟班,随时检查有害气体浓度。放炮时,站岗位置,布置明确,责任到人,确保安全贯通。贯通时,必须先用长杆子打探眼,探透后,要用风镐向前掘进直到预透点,并保护好预透点附近的电缆、风管、水管、抽放管、隔烟花爆设施等设备,防止损坏。

(2)、巷道在全断面贯通前,迎头局部通风机保持正常运转。四、贯通后的调风措施1、巷道全断面贯通后,掘进工区当班电工负责关闭停止采区回风巷的。通防科派专人在各调节风窗前调节风流。通风科人员开始调整风量。2、贯通后。1)利用调节风控制进入11602工作面的风量保证在700m3/min左右2)利用调节风窗调节各供风点风量,使其达到配风计划要求3、调整风量时,整个采区必须停止作业,要有安全科长和通防区长进行现场指挥,发现问题及时处理。4、调风期间,采区回风上山内必须有专职瓦检员检测瓦斯浓度,若有变化及时汇报,若出现瓦斯浓度超过0.8%,二氧化碳浓度超1.2%时,必须马上调整调节风窗进行处理。5、调风期间,防止风流紊乱整个采区的所有迎头内,要撤出所有与调风无关的人员,切断电源。6、调风完毕,且风流稳定30分钟后。瓦斯员再检测整个采区开关及电气设备附近10米内风流中瓦斯浓度不超过0.4%,方可由通风科跟班人员通知调度室,宣布调风结束。五、贯通执行1、以上规定,望各工区严格遵守执行,未述及之处按《规程》要求施工。2、本安全措施经组织会审批准下发后,由回影顺负责向所有作业人员进行贯彻学习,否则不准下井作业。3、从下发之日开始执行。附风量分配一、矿井风量、风压及等积孔根据煤层瓦斯含量计算经验公式和《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》标准,采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。经计算,容易时期采煤工作面的相对瓦斯涌出量为13.5m3/t,掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.5054m3/min;困难时期采煤工作面的相对瓦斯涌出量为15.6m3/t,掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.1188m3/min。1、风量计算矿井以一个炮采工作面达到设计生产能力30万t/a,根据《煤矿安全规程》第103规定:矿井需要的风量,按下列要求分别计算,并取其最大值。(1)按最大班下井人数计算Q矿进=4×N·K矿通式中:Q矿进—矿井总供风量,m3/s;N—井下同时工作的最多人数,按100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矿进=4×50×1.25=500m3/min=8.3m3/s。(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算1)采煤工作面风量计算①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算:采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为:容易时期:Q=100q绝k=100×3.59×1.6=574m3/min=9.57m3/s困难时期:Q=100q绝k=100×4.14×1.6=662m3/min=11.04m3/s式中:?q绝————采煤工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;容易时期采面的相对瓦斯涌出量为:13.5m3/t,则绝对瓦斯涌出量为:13.5×870/1440=8.16m3/min,矿井抽放率取56%,则抽放后的瓦斯量为:8.16×0.44=3.59m3/min;困难时期采面的相对瓦斯涌出量为:15.6m3/t,则绝对瓦斯涌出量为:15.6×870/1440=9.42m3/min,矿井抽放率取56%,则抽放后的瓦斯量为:9.42×0.44=4.14m3/min;K————瓦斯涌出不均衡系数,可取1.2~1.6,取1.6;②按最大班出勤人数计算Q=4N=4×50=200m3/min=3.33m3/s式中:?N——工作面最大班出勤人数③按工作面温度计算容易时期:Q采=Vc·Sc·Ki=1.0×6.2×1.1=6.8m3/s困难时期:Q采=Vc·Sc·Ki=1.0×5.7×1.1=6.3m3/s式中:?Vc——工作面风速,取1.0m/s?Sc——工作面平均断面,容易时期取6.2m2,困难时期取5.7m2;Ki:工作面长度系数,取1.1。④按风速验算容易时期:Qmin=15s=15×6.2=93m3/min=1.55m3/sQma*=240s=240×6.2=1488m3/min=24.8m3/s困难时期:Qmin=15s=15×5.7=85.5m3/min=1.43m3/sQma*=240s=240×5.7=1368m3/min=22.8m3/s式中:?s——工作面平均断面积,容易时期取6.2m2,困难时期取5.7m2;综合上述计算,回采工作面容易时期按Q采=9.57m3/s配风,困难时期按Q采=11.04m3/s配风。2)掘进工作面风量计算掘进工作面风量计算①按绝对瓦斯涌出量计算掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为:容易时期:Q=100q绝k=100×1.5054×2.0=301.08m3/min=5.02m3/s困难时期:Q=100q绝k=100×1.1188×2.0=223.76m3/min=3.73m3/s式中:?q绝———掘进工作面绝对瓦斯涌出量,容易时期为1.5054m3/min;困难时期为1.1188m3/min;K————瓦斯涌出不均衡系数,取2.0②按最大炸药消耗量计算Q=25A=25×4=100m3/min=1.67m3/s式中:A——掘进工作面最大炸药消耗量,约4Kg。②按工作面最大班出勤人数计算Q=4N=4×15=60m3/min=1m3/s式中:N——掘进工作最大班出勤人数,取15人③按局部通风机实际风量计算Q掘=Q扇×I+60×0.25S=335×1+60×0.25×6.83=437.45m3/min=7.29m3/s式中:?Q掘————掘进工作面实际需风量,m3/minQ扇————局部通风机实际吸风量,m3/minI————局部通风机台数,台S————局扇安装处断面,取6.83m2掘进工作面采用FBD6.0型局部通风机压入式供风,其风量为240~335m3/min。④按风速验算Qmin=15S=15×7.68=115.2m3/min=1.92m3/sQma*=240S=240×7.68=1843.2m3/min=30.72m3/s式中:S——掘进工作面断面,7.68m2综合上述计算,掘进工作面按取Q=7.29m3/s配风。我矿现有掘进工作面3个ΣQ掘=7.29×3=21.87m3/s3)硐室风量计算矿井共有机电硐室设计有三个独立通风硐室,一个为绞车房,配风1.0m3/s;一个为中央变电所,配风1.0m3/s,两个为联巷,配风1.0m3/s,共配风4m3/s。4)分别法,按各需风地点实际需风量计算矿井风量:Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×K矿式中:ΣQ采——采煤工作面所需风量之和;ΣQ掘——掘进作面所需风量之和;ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和;ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和,根据该矿的开拓及巷道布置,取(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)的5%。容易时期:∑Q其它=(15.07+7.29×2+2)×5%=1.58(m3/s);困难时期:∑Q其它=(17.41+7.29×2+3)×5%=1.75(m3/s);K矿————矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀系数),取1.25。容易时期:Q=(9.57+7.29×3+2+1.58)×1.2=42.02m3/s困难时期:Q=(11.04+7.29×3+3+1.75)×1.2=45.2m3/s所以,容易时期总风量按Q=42m3/s配风,困难时期总风量按Q=46m3/s配风。5)风量分配:①矿井容易时期总风量为43m3/s,其中:回采工作面配风9.57m3/s,每个掘进工作面配风7.29m3/s,硐室4m3/s。风量分配见下表:②矿井困难时期总风量为47.3m3/s,其中:回采工作面配风17.4m3/s,每个掘进工作面配风7.29m3/s,硐室6m3/s,其它2m3/s。风量分配见下表:容易时期:(9.57+7.29×3+2+1.58)×1.2=37.44m3/s困难时期:Q=(11.04+7.29×3+3+1.75)×1.2=40.91m3/s贯通前风量分配及实际有效风量用风地点贯通前风量需风量实际配风量富余系数m3/sm3/s采煤工作面9.5714.61.531608掘进工作面7.298.41.15采区回风上山7.298.11.11主运输巷掘进工作面7.298.21.12中央变电所11.51.5绞车房11.41.4临时变电所11.21.2其它巷道2.1231.42合计36.5646.41.272)、矿井风量重新分配(巷道贯通后)1)分配原则:确定矿井总风量后,应将其分配到各用风地点,其分配原则主要是:①分配到各用风地点(包括回采面、掘进面、硐室等)的风量,应不低于计算风量;②为维护巷道,防止坑木腐烂,金属锈蚀,以及行人安全等,所有巷道都应分配一定的风量;③风量分配后,应保证井下各处瓦斯浓度,有害气体浓度,风速等满足《煤矿安全规程》的各项要求。2)分配方法①确定矿井总风量后,首先按照采区布置图给各回采面、掘进面、硐室分配风量;②从总风量中减去各回采面、掘进面、硐室用风量,余下的风量按采区产量、采掘面数目、硐室数目等分配到各采,再按一定比例将这部分风量分配到其他用风地点,用于维护巷道和保证行人安全。矿井风量Q矿井=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K矿,根据矿井采掘接续关系及以上风量计算,矿井容易时期风量分配及通风困难时期风量分配详见表