采煤工作面施工开切眼安全技术措施
根据矿生产布置要求,决定在4403运输巷切眼F点后12.3米处开口施工开切眼,主要为4403采煤工作面生产原煤做准备,为了安全施工,特编制以下安全措施:
一、技术措施:
1、施工开切眼开口点位于4403切割巷F点以后12.3米,其点坐标为*=3437.118;Y=5618.536;H=831.117,以209°的方位角沿煤层施工开切眼,预计掘进30米后见断层面,遇见断层面后往后退2米再以方位角140°,掘进10.2米,贯穿于4403切割巷Ⅲ点前21.6米处。(详见开切眼设计图)。
2、开切眼断面宽2.7米,高2米,即为煤层厚度。
3、开切眼断面采用2.5米单体液压支柱配合1.2米金属铰接梁交错支护,采用矩形断面。掺设四排单体支柱,人行道与溜煤道排距1.0米,通风道排距0.7米;柱距0.8米。
4、在掘进穿口联络巷道时,其巷道断面宽度必须保证3米,高为煤层厚度(即2米),采用1米木支柱挂木板子支护,采用交错支护的方式支护;其排距为1.2米,柱距为0.5米。(详见巷道断面支护图)。
5、在施工开切眼过程中,若遇见特殊情况,可根据现场实际情况调整方位角和坡度实现贯穿。
6、炮眼布置:采用一字眼呈扇形方式,眼距0.6米,眼深1.2米,循环进度1.0米,与水平方向夹角为80°,(详见炮眼布置图)。
7、施工开切眼采用YBT-11型局部通风机,安置在S2115切眼开口点前30米巷道较宽顶板安全的地点;设备供电由S12采区上部机电硐室供给,并完善风、瓦电闭锁。
8、在施工开切眼过程中,每隔40米以方位角119°(-3‰坡度)不破煤层顶底板施工一个联络巷,贯穿S2115切割巷,用于方便材料运输。联络巷断面规格宽为1.2m,高为煤层高度;采用木支柱挂木板子支护。(详见开切眼设计图)
二、安全措施:
1、各施工人员必须经安全技术培训考试合格后方可入井作业,严格遵守煤矿三大规程以及安全技术措施。
2、开口时,必须架设好抬棚,处理好危岩、活石,在处理危岩时,严格按“刁、掺、放”的原则进行。
3、进班时,由班组长检查安全,由瓦斯检查员检查瓦斯,在确保安全的情况下人员方可进入工作面作业。
4、工作面放炮时,严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮制”,火工产品严格执行“三签字”管理办法,放炮时确保安全放炮距离100米以上。
5、经常检查工作面的瓦斯状况,若瓦斯浓度达到1%时不得用电钻打眼;若瓦斯浓度达到1.5%时必须停止作业、切断电源、撤出人员并进行处理,待瓦斯浓度降至1%以下时人员方可入内作业,放炮地点附近20米以内瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。
6、掘进至断层处时必须加强对断层处及其附近的瓦斯检查,如瓦斯超限,按第5条规定执行。
7、在施工开切眼时,要随时清理巷道的浮矸浮煤,保证巷道的通风及行人满足要求。
8、放炮时,由组长清点人数,撤到安全地点,由组长指派专人在S2115运输平巷距放炮地点100米以上的安全地点和S2115回风平巷H点后30米顶板安全的地点设立放炮警戒。放炮时,由放炮员大喊三声“放炮了”待5秒钟后无异常情况时方可立即放炮,放完炮后由组长亲自撤出放炮警戒。放炮后所打到的支柱必须立即恢复。
9、风筒连线要求平直,接口完好,减少漏风且风筒出风口距离碛头不得大于4米,确保工作面所需风量,不得微风、无风作业。
10、在工作面贯穿前30米时,施工班组提前通知安全通风科人员做好准备工作,瓦斯检查人员要经常检查贯穿点及其附近的瓦斯状况。
11、加强顶板管理,严格按排、柱距支护,支柱不得掺在浮煤、浮矸上,杜绝光头顶子和不合格的支柱,工作面在压力较大或较破碎时要相应缩小工作面柱距为0.5米,并且打好砂礅子或木垛,正路穿口处要加强支护。
12、加强贯穿管理:①加固原切割巷穿口点前后5米范围内的支护,;②采用浅眼爆破;③
12、掘进至断层前,必须采用少装药放振动炮或人工挖的方式揭露断层。
13、掘进至断层期间和掘进联络巷时必须加强支护管理,须缩小柱距为0.5米。
14、工作面遇瞎炮时必须严格按照《煤矿安全规程》第三百四二
条执行。
15、每班作业完出班时,必须经值班队长检查验收合格同意后方可出班;值班队长对当班情况必须及时交班上报。
编制:黎浪
2009年3月23日
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601运输巷锚杆支护施工安全措施
601运输巷原设计为矿工钢作永久支护,临时支护采用前探梁支护。根据迎头顶板岩性,煤岩层结构情况,经矿研究决定,601运输巷永久支护改为锚网支护。为了保证施工安全,特制定如下补充安全措施。
一、施工前的准备工作:
1、施工队按计划准备锚杆、树脂药卷、托板、螺帽、金属网(金属网采用12#元丝加工而成)、临时支护材料等。
二、施工顺序:
(1)敲帮问顶→临时支护→打锚眼→锚固。
(2)随掘进头掘进方向由北向南进行。
四、锚杆支护技术措施:
1、锚杆支护
①、锚杆及构件:锚杆用￠18螺纹钢制成,锚杆尾螺纹段长0.05m;金属弧形方托板规格:长×宽×厚=120㎜×120㎜×8㎜;每根锚杆上1颗M16㎜的螺帽。
②、锚杆支护参数:
锚杆长度:2m/根。树脂药卷规格:长350㎜,直径￠23㎜。
锚固形式:端头锚固,每根锚杆用3卷树脂锚固剂。
锚固力:60KN。
锚杆布置:方形布置。锚杆垂直于巷道轮廓线,锚杆不得布置在岩缝中。
锚杆间、排距:0.7m,局部较破碎段缩小间、排距为0.6m。
每张金属网规格:长×宽=2.0m×1.0m,金属网网孔规格:100㎜×100㎜。
2、锚杆支护参数验算
①、锚杆长度
L≥a+b+h=0.4+0.1+1.5=1.4(m)
式中L--锚杆长度;
a--锚杆锚入坚固稳定的悬吊岩层深度(一般0.25~0.4m,取0.4m);
b--锚杆外露长度。有托板的≯0.1m;
h--被悬吊岩层厚度(分层厚度为1.2m,破层段取1.5m)。
选择锚杆有效长度为2.0m符合要求。
以上锚杆间距设计也符合按经验公式D≤0.5L=0.5×2.0=1.0m(D--锚杆间距,m;L--锚杆长度,m)确定的锚杆参数。
五、锚杆支护施工方法及技术要求:
①、采用MQT-120锚杆机,采用￠28的钻头,打眼困难时采用长、短钎套打。
②、锚眼布置范围:锚眼布置在岩层破碎带内及破碎带边缘外围0.5m的稳定的岩层上。
③、采用锚杆搅拌机安装锚杆(也可以用风煤钻代替)。锚杆必须直抵眼底,锚杆外露长度≤100mm,金属网必须紧压在托板与岩面之间,螺帽拧紧,不得有松动。
④、每班进班前,根据交班情况和本班工作安排领取质量合格、数量足够的锚杆、药卷和金属网,锚杆、药卷和金属网必须在工作地点妥善保管存放,当班未用完的药卷、锚杆及其它配件应统一放在指定地点留给下一班继续使用。
⑤、对已锚支段巷道,施工队要经常检查,发现失效锚杆必须及时补锚。
⑥、质量标准化办公室负责组织顶板锚固力测试,在锚支段巷道间隔一定距离测试一组(全段面),当达到设计锚固力时即不再加载,以检测锚固效果。
⑦、锚支初期,施工队严格把好现场关,加强现场监督指导,以确保锚杆支护操作质量和施工安全。
六、锚杆支护安全措施:
1、施工前、施工过程中,必须严格执行敲帮问顶工作,由当班负责人或指定的专人负责找清作业范围内的悬矸活石。找悬矸时必须2人一组,1人负责找悬矸,另1人负责看护安全。在打锚杆眼和锚固、挂网时,都必须明确专人看安全。
敲帮问顶注意事项:
①人员必须站在安全可靠处,当岩块掉落时有躲避的空间。同时找矸人要戴上手套,预防矸石掉落时擦伤手指。
②先在作业点外的安全处,靠顶、帮较稳定的一侧由外向内用尖钎敲帮问顶。
③找矸人不得用尖钎垂直棚顶找矸,防止岩块掉落砸伤找矸人员。
2、施工前,必须用相应长度的摩擦支柱,对离层矸石进行临时支护、稳固,施工点准备好摩擦支柱2~3根,支柱间距0.8m,打锚杆与锚固工作不得同时作业,每打完一个锚眼必须紧接着锚固此锚眼,此锚眼未锚以前,严禁打其它锚眼,确保施工人员在已锚固顶板下作业,以确保安全,一个点施工完后,再向下一个点移动。
3、对面积较大有空响的顶、帮,打锚眼前必需用相应长度的摩擦支柱对顶、帮进行临时支护,施工过程中必须随时注意观察顶、帮围岩变化情况,发现隐患及时处理。
4、作业高度比较高时,必须根据现场的实际情况搭设好操作平台或脚手架,只有在操作平台或脚手架搭设稳固后才能操作。
5、打锚杆眼时,施工队必须派人在施工点前、后各10m的范围内设警戒牌,当人员需要通过施工点时,必须经看安全人员或施工负责人同意后,才能通过施工地点。
6.正确处理好打锚眼与锚固的关系,打锚眼自下向上进行,打锚杆与锚固不得同时作业,锚眼打好一排后,必须立即锚固后才能施工前排锚眼,对局部顶板破碎点,采用打一个锚眼,必须立即锚固好后才能再打下一个锚眼,确保施工人员在已锚固顶板下作业。
7、加强在锚杆锚固时的操作管理,防止因误操作或操作不恰当而造成的人员受伤。
8、施工队每班施工完毕,必须清理好工具、材料,分类堆放整齐,清理干净铁道上的矸石、杂物等。
9、锚杆施工完毕,搞好现场质量标准化,做到人走场地净。
七、锚杆支护操作措施:
1、准备工作:检查锚杆型号、规格、结构,不合要求的禁止使用。检查锚固剂型号、有效期,如有过期、硬结、破裂、拆断等情况禁止使用;检查锚孔直径、深度、角度、间排距是否符合设计要求,不合要求的重新打眼。
2、吹孔:用压风吹净眼内的岩粉和余水。吹孔时人员不得正对所吹眼孔。
3、装锚固剂:用锚杆杆体将所需数量的锚固剂送入眼孔内,再锚杆尾装上锚杆连接器,套上锚杆搅拌机,将锚固剂送入眼底后即开动搅拌机。
4、搅拌锚固剂:开动锚杆搅拌机顺时钟旋转30±5秒,将锚杆匀速推至眼底。
5、固定、紧固锚杆:首先卸下搅拌机,并及时用木楔或石子在孔口将锚杆杆体锲紧,以防锚杆脱落,同时严禁摇动、抽动杆体。在等3~5分钟后挂网上金属方托板用搬手拧紧螺帽。锚杆戴双螺帽,至此安装完毕。
八、锚固力测试的安全措施
(1)、锚固力测试前必须进行敲帮问顶。
(2)、做锚固力测试时至少2人配合,1人专门负责观察测试范围内的顶板变化情况,1人负责测定,在锚固力测试工程中,若发现顶板有异常、出现裂隙、掉渣等,必须立即停止作业,撤至安全地点进行观察,同时要防止其他人员进行隐患区域。
(3)、在进行锚固力测试时,工作人员不能在测试点下方停留,在测试点前,后方各5米处设岗,或设置“严禁通过”警示标志。
(4)、锚固力测试完毕后,必须做好收尾工作,做到人走地净。
九、临时支护:采用前探梁。用三块3.5m长的11#工字钢作梁。用金属吊环、螺帽与锚杆连接,工字钢梁插入吊环内,用皮柴,木板垫在前探梁上接顶。每块工字钢梁必须有三个吊环,工字钢梁随巷道前进而前移。
九、本安全技术措施未提到的按照《煤矿安全规程》、《煤矿安全操作规程》的有关规定执行。
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蛟河市鑫源煤矿井下安全避险“六大系统”建设规划和方案
二〇一一年二月十五日
蛟河市鑫源煤矿
井下安全避险“六大系统”建设规划和方案
根据国家安监总煤装[2010]146号文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知》和吉林省《关于转发的通知》的精神,为全面提升我矿安全健康能力,经矿委会组织有关人员认真学习领会通知精神,结合矿井实际情况,通过讨论研究。特制定该建设规划和方案。
一、矿井简介
蛟河市鑫源煤矿于2004年与吉林镍业公司合股并购了原宏进煤矿属个人独资企业,2008年进行矿井整合其间蛟河市鑫源煤矿为单独保留矿井,同年兼并了邻矿蛟河市守志煤矿,矿井名称为蛟河市鑫源煤矿,2009年矿井生产能力提升为9万/年。
蛟河市鑫源煤矿位于吉林省蛟河市奶子山街友联村,行政划归吉林省蛟河市奶子山街管辖,矿区范围地理坐标为东经127°25′59″~127°26′52″,北纬43°41′56″~43°42′39″。距蛟河市城区11Km,长图铁路从蛟河市通过,长图高速入口距矿区13Km公路铁路运输十分方便。
蛟河市鑫源煤矿井田开采范围位于原蛟河煤矿四井井田范围内,蛟河煤矿四井始创于1958年,1973年矿井报废后转交给蛟河市煤矿,蛟河市煤矿矿产转制后为私营蛟河市宏进煤矿,该矿井开采了50余年。
该井田内大部分区段以采空,现采的2.3.4.5.6号煤层属原国有煤矿开采后遗弃的小于0.7m以下的不可采煤层,和开采后设计留设的,绞车道保护煤柱,采取隔离煤柱断层保护煤柱等零星块段。
该矿井瓦斯等级经吉林省能源局,吉能审批【2010】207号文件批复。相对瓦斯涌出量1.6m?/t,绝对瓦斯涌出量1.08m?/min属于低瓦斯矿井,没有煤(岩)与瓦斯(CO2)突出现象。煤层自燃倾向等级为二类自燃,煤尘具有弱爆炸性。
矿井为调动企业领导和职工的积极性,决心贯彻省政府,关小建大的方针,引进人才.技术.资金。抓住机遇,扩建矿井规模,进行机械化采煤升级改造,提高经济效益,增加市场竞争力,努力建成年产10万吨矿井。
六大系统现状:
监测监控系统:
人员定位系统:
紧急避险系统:
压风自救系统:
供水施救系统:
通信联络系统:
二、成立“六大系统”建设规划和方案实施领导组
组长:范文启
副组长:刘艳臣孙立君胡兆放刘艳军张玉国
成员:各部室、区队负责人
具体分工:
(一)监测监控系统由通风安全部门负责,
(二)人员定位系统和通信联络系统由安全生产指挥中心负责,
(三)压风自救系统和供水施救系统由机运管理部门负责,
(四)紧急避险系统由机电管理部门负责。
三、建设完善安全避险“六大系统”的目标要求
(一)建设完善矿井检测监控系统。严格按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求,完善安全监控系统,实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控,为安全管理提供决策依据。强化系统设备维护,定期进行调试、校正,及时升级、拓展系统功能和监控范围,确保设备性能完好,系统灵敏可靠。健全完善规章制度和事故应急预案,落实值班、带班人员责任,监测监控系统中心坚持24小时值班制度,当系统发出报警、断电、馈电异常信息时,迅速采取断电、撤人、通知作业等应急处置措施,充分发挥其安全避险的预警作用。
(二)、2011年底建设完善井下人员定位系统。严格按照《煤矿井下作业人员管理系统使用规范》(AQ1048-2007)的要求,建设完善井下人员定位系统,并做好系统的维护和升级改造工作,保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡(或具有定位功能的无线通讯设备),确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。进一步完善制度,发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。
(三)、建设完善井下紧急避险系统。严格按照《煤矿安全规程》的要求,为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。从采掘工作面步行,在自救器所能提供额定防护时间内能安全撤到地面的,必须在距离采掘工作面范围内建设避险硐室或救生舱。
(四)、建设完善压风自救系统。在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上,按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求,进一步完善压风自救系统,设置供气阀门。井下压风管路要采取保护措施,防止灾变破坏。
(五)、建设完善矿井供水施救系统。建设完善的防尘供水系统,严格按照《煤矿安全规程》要求设置三通及阀门,在采掘作业地点和人员较集中地地点设置供水阀门。加强供水管路的维护,不得出现跑、冒、滴、漏现象。(六)、建设完善通信联络系统。严格按照《煤矿安全规程》的要求,在主副井口、井底车场、井下变电所、水泵房等主要机电硐室和采掘工作面安设符合规定的电话。井下避险硐室(救生舱)、水泵房、变电所设直通矿调度室的电话。积极推广使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发现险情时及时通知井下人员撤离到安全地点。
四、建设完善“六大系统”规划和方案
我矿“六大系统”计划今年完成五个系统的建设,共计投入196.69万元,紧急避险系统为2011年的重点规划项目。其中安全监测监控系统,投入38.575万元;人员定位系统,投入约37.415万元;压风自救系统,投入47.5万元;供水施救系统,投入46.8万元;通讯系统,投入26.4万元。
(一)监测监控系统
鑫源煤矿对原有楠江监控系统进行升级改造,将井下8口分站更新为16口分站,更新各种传感器及相关设备。计划资金38万元。完成时间:2011年11月15日。
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?(二)人员定位系统
鑫源煤矿暂无人员定位系统决定预投入人员定位系统。2011年底完成。共计投入约37.415万元。
附表:
名称个数备用总数单价总价
人员定位分站
人员定位识别器
人员定位识别卡
人员定位检卡器1(电脑一套、识别器一台)4600046000
通信电缆1700M650013000
传输电缆1000M60006000
网线100M1.5150
电脑主机
总数374150
(三)压风自救系统
地面配置有QTD-110H型螺杆空气压缩机2台,主管路敷设为φ110钢管及配套设备,具体路线为
主管路:
压风机-(4寸)主井600米-(4寸)主运输1000m
支线管路:
压风机-(3寸)+36西部区-+36东部区
共计约1500米。
井巷掘进开始后,掘进工作面自掘进面回风口开始,每50m设置一组压风自救袋,每组自救袋数量为5个,并保持距迎头25~40m的距离;岩巷掘进工作面距迎头100~130m安装一组(15个)压风自救装置,向外每隔100m安装一组(5个)压风自救装置;放炮撤人地点要安装一组压风自救装置(5个袋)。
西部区北一道回采工作面回风巷在距采面上安全出口以外25~40m范围内设置一组自救袋,自救袋个数为50个;向外有人固定作业地点安装一组(5个)压风自救装置;进风巷在距采面下安全出口以外50~100m范围内设置一组自救袋,自救袋个数为50个。
工程计划时间为2011.10-2011.12,共计投入约47.5万元。
(四)供水施救系统
新建南北井供水系统,利用南井四纪层突水点,保障供水源。地面利用静压水池200m?。主管路为φ110钢管由主副井入井,支线管路为φ80管路。具体路线为:
主管路:
洒水-(4寸)主井600米-(4寸)主运输600米小计:1000m
支线管路:1400m
共计约2000米,计划工期为2011.06-2011.07,共计投入约46.8万元。
(五)通讯联络系统
我矿井下通讯联络系统已基本恢复,有待完善,计划购置安装数字程控交换机1台,敷设通讯电缆2200m(具有防水、防腐、防尘功能)。井下主要通讯网络为:
地面调度室至采掘工作面、主要机电硐室、井下变电所、主要泵房、主通风机房、避灾硐室(场所)、爆破时撤离人员集中地点等,保障有可靠的通信联络系统。
计划工期为2011.10-2011.12,共计投入约26.4万元。
(六)紧急避险系统
我矿计划于2011年在主井底建设一个避灾硐室(长约4米,宽2米,高2米),2012年规划在独头巷道掘进时,每掘进500m设置一个避灾硐室或救生舱。今年联系救生舱制造厂家,2012年完成本矿救生舱设计并预购置,最迟计划2013年初投入使用。
规划要求:
避灾硐室或救生舱,能有效防止有毒有害气体和井下涌水进入,并配备满足当班作业人员1周所需要的饮水、食品,配备充足的自救器、有毒有害气体检测仪器、急救药品和照明设备,以及直通地面调度室的电话,安装供风、供水管路并设置阀门。
篇2:开切眼安全施工措施模版
一、工程概况:
目前2909队正在施工运输顺槽,距变断面处约17m。待变断面处施工完,准备施工开切眼剩余工程量。为了安全、快速、施工完该段工程,特编写此措施,请施工队认真组织施工。
二、施工方案:
补强支护段施工完成后,向前施工开切眼三岔门部位,此段施工先完成拱顶支护,再进行墙部支护。三岔门施工完毕,综掘机转向调正后,施工开切眼剩余工程。待开切眼剩余工程量完成贯通后,施工开切眼三岔门处的绞车硐室。
三、支护形式:
1、开切眼剩余工程量支护采用锚网梁索+w钢带联合支护。
巷道断面净宽执行原设计7500mm,巷道净高调整为5300mm,拱高2300mm,墙高3000mm。锚索规格φ17.8×7300mm,间距700mm,排距800mm,每排安装13根锚索,每根锚索安装6支ck2350树脂锚固剂锚固;钢筋梁规格:d14,l=4100mm,排距800mm,每排使用两根钢筋梁叠加使用;w钢带规格:δ7,3600×170mm,每排使用三根3.6mw钢带,中间孔叠加安装锚索串联成整体支护;拱部锚杆支护采用两种不等长锚杆隔排使用。长锚杆规格φ18×3500mm,间排距800×800mm,每根锚杆安装4支ck2350树脂锚固剂锚固;短锚杆规格φ18×2100mm,间排距800×800mm,每根锚杆安装3支ck2350树脂锚固剂锚固,使用时两种锚杆隔排进行支护;墙部锚杆规格:φ18×2100mm,间排距800×800mm,每根锚杆安装3支ck2350树脂锚固剂锚固;金属网规格φ6,2000×800mm,网孔规格:100×100mm。
2、绞车硐室采用锚网梁联合支护。
锚杆规格:φ18×2100mm,间排距800×800mm,每根锚杆安装2支ck2350树脂锚固剂锚固;钢筋梁规格:d14,l=3300mm,排距800mm,金属网规格φ6,2000×800mm,网孔规格:100×100mm。
四、施工方法:
1、开切眼三岔门段施工:运输顺槽施工至开切眼三岔门时,综掘机割煤按照设计过渡尺寸开始逐步刷高顶板,同时人工配合使用风镐、手镐进行成型,以便高度从运输顺槽4000mm圆滑过渡至开切眼5300mm,避免顶板出现台阶、错茬。巷道拱顶部位施工时,采取割一排横向支护一排方式进行,金属网与钢筋梁沿开切眼方位采用横向安装,待开切眼三岔门拱部施工完毕后,再重新拆下锚杆盖板按照设计要求增加安装锚索。拱部支护全部完成后,综掘机回撤施工帮部,锚网支护由上而下逐排进行施工。
2、开切眼剩余段施工:回风顺槽与开切眼三岔门处支护完成后,综掘机回撤向右帮转向施工开切眼剩余部分,先使用综掘机刷出拱部,待拱部支护完成后,向下依次施工帮部,然后将综掘机机体进入开切眼调正,综掘机皮带机尾接入刮板机,利用刮板机将煤转入运输顺槽皮带上进行后运。开切眼施工完15m后,准备好木质点柱,以备施工完部位顶板来压时加强支护。
3、开切眼贯通施工:开切眼剩余段施工距离贯通处5m处时,迎头施工班组长要密切观察顶板岩性,以及退后10m支护完毕段的顶板压力变化情况,当施工距贯通处3m处,综掘机切割头在巷道正中部位刷出小断面采取直接钻进方式掘进,小断面的支护根据现场情况打眼安装锚杆,不再按照设计间排距安装,待小断面贯通后,再利用综掘机按照设计尺寸先刷出拱部,拱部支护完毕后,再拆除小断面内锚杆盖板和金属网,人工使用风镐配合综掘机切割头刷掉临时支护用锚杆,帮部刷够设计尺寸后,安装墙部锚杆。
4、绞车硐室施工:断面为直墙半圆拱型,断面规格为:2500×2500mm,长度为3000mm,采用锚网梁联合支护。施工时采用普通钻爆法施工,采用mqs-35/1.5风动锚杆钻机打眼,爆破选用粉状乳化炸药,药卷规格φ32×200mm,重150g,水炮泥及黄泥做炮泥,掏槽方式采用斜眼掏槽法,周边眼与设计轮廓线距离300mm,周边眼采用少装药或不装药,实施浅孔爆破,1~3段毫秒延期电雷管引爆,mfd-150型隔爆电容式发爆器起爆,段发电磁雷管爆破(具体爆破参数见后附炮眼布置图)。
五、安全注意事项:
贯通安全措施
1、距贯通处相距10m时,测量部门必须重新校核贯通两处的中、腰线,以确保精确贯通。
2、距贯通处相距10m时,通风部门必须提前准备好贯通后调整通风系统的一些设备、材料等,以确保巷道贯通后能及时调整通风系统。
3、距贯通处相距5m时,从巷道顶板,两肩窝处各打一个探眼,以确保掌握贯通实际距离。
4、距贯通处相距3m时,先从巷道正中利用综掘机刷出小断面贯通,等拱部贯通后,下部再利用风镐配合手稿进行刷扩成型。
5、贯通前一炮施工,井下必须由施工队长、跟班技术员、调度人员及值班领导在井下现场统一指挥。以确保安全贯通;贯通两处的风、水管路、电缆、设备、工具等材料必须保护好,防止放炮后崩坏。
6、贯通前施工,贯通措施必须严格贯彻至每一位施工人员。
7、贯通期间,严格按照贯通措施进行施工,以确保安全、优质、快速施工。
8、贯通后,必须及时向地面调度室及矿部汇报;贯通后,贯通处的煤及时清理干净,以确保道路畅通。
打眼放炮时安全措施
1、打眼前,认真执行敲邦问顶,在支护安全情况下打眼,严禁空顶作业。
2、使用风钻前,要认真检查风带连接是否完好。
3、严禁在残炮、瞎炮眼内放炮,必须处理完残炮、瞎眼后方可进行打眼。
4、处理瞎炮时要距离瞎炮眼0.3m处另打平行炮眼,重新装药放炮引爆。
5、放炮工作必须由经过专业培训,取得合格证的专职放炮员担任。
6、工作面放炮必须严格执行“一炮三检”制度,即装药前、放炮前、放炮后认真检查瓦斯浓度,瓦斯浓度达到1.0%,严禁装药放炮;必须严格执行“三人连锁放炮制”。
7、放炮母线长度不得小于100m。
8、严禁放明炮、糊炮。
9、放炮时必须使用炮泥,封泥长度不得小于0.5m。
10、放炮前必须在规定距离的、有掩护的安全地点设岗警戒。
11、放炮时要求不崩坏顶板、不留伞檐、不留底根。
12、放炮时必须通知作业地点所有人员撤离。
13、火药雷管严禁在作业地点内存放。火药、雷管必须由专人管理,火药、雷管箱必须上锁。
14、爆破前,班组长必须亲自安排专人在可能进入放炮地点的所有通路上警戒,警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。警戒人员严禁干与警戒无关的事。放炮后,警戒人员要接到口头通知后才能撤回,不准事先约好信号便私下撤回。
15、有下列情况之一的,严禁装药放炮:
(1)工作面控顶距超过要求。
(2)爆破地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到1.0%。
(3)炮眼内发现异常,温度骤高骤低,有瓦斯显著涌出。
(4)工作面供风量不足。
16、封堵炮眼必须使用“三泥”,即座底泥、水炮泥、封口泥;空眼必须用黄泥填实,严格执行全断面一次爆破;炮眼的封泥长度不得小于500mm。
17、放炮必须严格执行“三人连锁放炮制”和“人、牌、网”三警戒制度。
18、必须采用正向装药,严禁反向装药。
19、严禁套残眼打眼,打眼前工作面要找到实茬,发现瞎炮要及时处理,处理方法:
(1)由于联线不良造成的瞎炮,重新联线放炮。
(2)在距瞎炮300mm处,打一个与瞎炮平行的新炮眼,重新装药放炮。
(3)严禁用手拉、镐刨、压风吹的方法处理瞎炮。
(4)处理拒爆的炮眼爆炸后,爆破工必须详细检查炸落的煤、矸,收集未爆的电雷管。
(5)在瞎炮处理完以前,严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。
20、放炮工作必须在安全地点进行,只有在放炮人员完成装药和联线工作,将所有迎头工作面人员及巷道清理人员全部撤出至警戒线后,安全得到保障情况下,方可放炮。
21、放炮后通风10min后,并待工作面炮烟吹尽后,人员方可进入工作面。
22、放炮员必须把炸药、雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁,炸药箱的锁具及箱体要完好。
23、炸药箱必须放置在顶板完好、无渗水,避开机械、电器设备的地点;当班用不完的雷管,必须当班交回库房。
24、爆破前,班组长必须亲自安排专人在可能进入放炮地点的所有通路上警戒,警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。警戒人员严禁干与警戒无关的事。放炮后,警戒人员要接到口头通知后才能撤回,不准事先约好信号便私下撤回。
25、通电放炮前,班组长还必须清点人数、检查设备安全,确认无误后,方准下达放炮命令。
26、放炮母线必须随用随挂,严禁与动力电源线、管路及各种导电体接触,放炮前拧结成短路,放好炮后立即撤出。雷管脚线必须悬空。
顶板事故的预防和处理:
1、经常检查巷内顶帮及支护情况,发现问题及时处理;不能立即处理,必须将人员撤至安全地点,汇报矿、队值班人员。不安全地点严禁进入。
2、巷内一旦跨顶出路被堵,未堵人员要及时向矿调度室汇报,包括跨顶范围、被堵人数和位置,并积极进行抢救。
3、再进行抢救时,要安排有经验的老工人监视顶板变化情况,避免抢救人员受伤;抢救时,有外向里进行,抢救时必须支设临时支护。
4、透水征兆:掘进工作面或其他地点发现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底鼓或产生裂隙渗水、水色发浑有臭味等异状时,必须停止工作,采取措施报调度室;如果情况危急,必须立即发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。掘进时,必须坚持“有疑必探、先探后掘”的原则。
5、顶板来压征兆:托板压烂严重;顶板有“闷炮”声,巷道掉渣片帮严重;顶板破碎;顶板下沉离层有裂缝;打眼时卡钎。遇上述情况时,工作面必须停止工作,采取措施进行处理架设临时木点柱、增大锚杆的支护密度、锚索间距缩小、并紧跟工作面,遇危急情况及时撤离危险区。
6、瓦斯异常涌出征兆:工作面瓦斯忽高忽低,温度聚降、煤壁发凉;遇地质构造或危岩松散区,瓦斯异常涌出;煤层发出“丝丝”的鞭炮声;顶板来压;人感到发昏。
六、避灾路线:
1)、火灾、瓦斯路线:
工作面→中部车场2→中部车场1号交叉点→西翼轨道大巷→副井井底车场调车线→副井马头门→地面。
2)、水灾路线:
工作面→中部车场2→中部车场1号交叉点→西翼轨道大巷→副井井底车场调车线→副井马头门→地面。
未尽事项请参照《煤矿安全规程》、《首采面开切眼施工作业规程》中相关注意事项执行。
篇3:开切眼木支柱更换单体液压支柱安全技术措施
严格按照煤矿安全规程要求,结合煤矿实际,现将我矿开切眼的木支护更换为单体液压支柱,为保证在更换时期万无一失,特制定安全技术措施:
1、回采工作面在更换单体柱期间,安瓦员及井队长必须实行现场跟班蹲点作业,严格在现场交接班,发现问题或不安全隐患时,必须立即处理,特殊情况下(本班不能处理的),必须严格在现场履行交接班手续,并及时向矿调度室汇报清楚。
2、工作面换支柱前必须由跟班现场管理人员及班长、安瓦员等有关人员一起对工作面质量安全情况,进行一次全面检查,发现问题必须及时处理,确认安全、质量合格后,方准进行换支柱工作。
3、换支柱从下往上进行,换支柱必须先支后换,在木支柱旁参好单体液压支柱后方可取下木支柱,换下的木支柱在相对应的联络巷堆码整齐。
4、工作面支护时至少二人一组配合作业,一人观察顶板掌握安全,一人回柱、运柱,要回撤一路清理一路,清理好退路,保证后退路畅通班长必须安排有经验的熟练职工担任回撤工作,并指定专人负责。
5、更换支架过程中必须严格执行敲帮问顶制度,及时敲落掉有脱落危险的活石危岩,敲落活石时,要用长柄工具(L≥1.5m)在顶帮支护安全的地点上进行作业并做好自主保安和相互保安。
6、严格执行“先支后回”的原则,严禁冒险作业。
7、严格按照规定检查瓦斯,防止瓦斯积聚或瓦斯超限。一旦瓦斯超限,要立即停止作业,撤出人员,汇报矿调度室,进行处理。
8、所有工作人员要相互叫应好,还互相照应,做好自主保安和相互保安,严防意外事故发生。
9、未尽事宜,严格按相关《操作规程》、《作业规程》和《煤矿安全规程》,以及法律法规指示执行。