运输斜巷防误揭煤层安全技术措施
?11运输斜巷从+1695.920m┳标高开始施工,以277°方位平推13.4m的平巷,再以307°方位平推23.5m的平巷,并以该点为起点以24°的坡度向上施工至+1775m标高与M6煤层贯通形成首采区的运输系统;但由于勘探不详,地质构造复杂,可能在掘进过程中出现偏差误揭M28、M18、M13、M9、M8、M7等煤层,引发煤与瓦斯突出事故;为了我矿安全建设和确保职工的人身安全,依据《纳雍县王家寨煤矿初步设计》、《纳雍县王家寨煤矿安全专篇》、《纳雍县王家寨煤矿11运输斜巷及联络巷作业规程》、《煤矿防治水规定》及《防治煤与瓦斯突出规定》等相关规定,特编制11运输斜巷防止误揭煤层安全技术措施。一、矿井概况巷道名称:11运输斜巷巷道作用:为首采区运煤(矸)、通风(一)区域地层区域出露地层从老至新有震旦系、寒武系、石炭系、二叠系、三叠系,缺失奥陶系、志留系和泥盆系,第四系零星覆盖在各时代地层之上。区域地层见表1-2-1。表1-2-1?区域地层简表地层?单?位厚度(m)岩性及矿产简述第四系(Q)0-50亚粘土、砂土、角砾侏罗系(J)下统下禄丰组第二段(J1*2)51-78粉砂质泥岩、泥岩平少量粉砂岩(未见顶)。三叠系(T)上统(T3)须家河组(T2*)146-300岩屑石英砂岩。底部夹炭质页岩和煤线。中统(T2)法朗组(T2f)0-92灰岩夹泥质灰岩及白云岩。关岭组(T2g)第三段(T2g3)194-319白云岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。第二段(T2g2)157-369灰岩夹灰质白云岩、白云质灰岩。第一段(T2g1)121-172白云质泥岩、泥质白云岩、白云岩、灰岩。下统(T1)永宁镇组(T1yn)第四段(T1yn4)51-128泥质白云岩、溶塌角砾岩。第三段(T1yn3)43-218灰岩夹泥质白云岩、白云质灰岩。第二段(T1yn2)41-85泥岩、含白云质泥岩夹泥灰岩、灰岩。第一段(T1yn1)154-272灰岩。底部为泥质灰岩。夜郎组(T1y)飞仙关组(T1f)九级滩段第二段63-388329-387粉砂质泥岩、泥岩夹粉砂岩。粉砂质泥岩、泥岩夹粉砂岩。玉龙山段第一段78-394114-275灰岩、鲕粒灰岩。泥岩、泥质粉砂岩夹少量粉砂岩,顶部4-60m为鲕粒灰岩。沙堡湾段9-163泥岩、粉砂质泥岩夹粉砂岩。二叠系(P)上统(P3)大隆组(P3d)1-32硅质泥岩夹凝灰岩。长兴组(P3c)7-76钙质泥岩、白云质灰岩。龙潭组(P3l)第二段(P3l2)94-443砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩夹煤。第一段(P3l1)0-15粘土岩、凝灰质粘土岩及砾岩。峨嵋山玄武岩组(P3β)0-255玄武岩、凝灰岩、砂页岩。中统(P2)茅口组(P1m)第二段(P2m2)0-300灰岩、白云质灰岩、含燧石灰岩、硅质岩。第一段(P2m1)70-251白云质灰岩、泥质灰岩、白云岩。栖霞组(P2q)73-180灰岩、燧石灰岩、泥质条带灰岩。下统(P1)梁山组(P1l)13-67石英砂岩、炭质页岩、煤。石炭系(C)上统(C2)马平组(C2mp)0-73灰岩、白云质灰岩夹泥、页岩。黄龙组(C2hn)0-62灰岩、白云质灰岩、瘤状灰岩。下统(C1)摆佐组(C1b)0-158白云岩、白云质灰岩、重结晶灰岩。寒武系(∈)中上统(∈2-3)娄山关群(∈2-3ls)第二段(∈2-3ls2)0-515白云岩。第一段(∈2-3ls1)0-280白云岩、泥质白云岩、粉砂质白云岩。下统(∈1)金顶山组(∈1j)0-141粉砂岩、泥质粉砂岩、页岩。明心寺组(∈1m)165-548砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩。牛蹄塘组(∈1n)130-159泥岩、炭质页岩、硅质岩、磷块岩震旦系(Z)上统(Zb)灯影组(Zbdn)<374白云岩、含燧石白云岩、夹磷块岩(二)区域构造区域构造上矿区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区和毕节北东向构造变形区交汇部位,其主体构造为纳雍东西向构造带,矿区所处具体构造部位为该构造带东段南侧。(三)矿区地层及地质构造一)地层矿区内出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组,上统峨眉山玄武岩组、龙潭组、长兴组、大隆组,三叠系下统夜郎组和第四系。现分述如下:二叠系中统茅口组(P2m):出露于煤矿区东部外围的韩家冲至谭家丫口一带。岩性为浅灰、灰色厚层至块状粉至细晶灰岩,产大量蜓科化石。出露厚度大于80m。二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3β):出露于井田西、西南和东部外围,岩性以灰、深灰色块状拉斑玄武岩为主,顶部3.3~6.8m为灰、浅灰色块状沉凝灰岩、凝灰质玄武岩。厚度变化较大,整体呈东薄西厚,东部厚约50~80m,北西部厚约200~250m。与下伏茅口组呈平行不整合接触。二叠系上统龙潭组(P3l):分布于井田大部区域,但第四系覆盖严重,主要出露于井田南部、南东部及东部化磋窝至垮岩脚一带,出露面积约2.2km2。龙潭组为一套海陆过渡相含煤碎屑岩组合。由深灰色、灰色、黑灰色粉~细粒砂岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩、炭质泥岩、粘土岩、煤及少量石灰岩等组成。薄层状至中厚层状构造为主。为区内含煤地层。该层厚度为240.38~261.45m,平均250.57m。其厚度变化不大。该地层与上覆、下伏岩层之间界线清楚,岩性较稳定,对比性较好。根据其岩性组合、厚度、沉积旋回及含煤特征,分别以M6煤层之顶和M15煤层之底为界将其划分为三段,自下而上为龙潭组一段(P3l1)、二段(P3l2)、三段(P3l3):龙潭组一段(P3l1):以龙潭组底至中部M15煤层底为界。岩性为薄层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩及泥岩互层。夹黑色煤(线)层和炭质泥岩,底部为浅灰色铝土质粘土岩。龙潭组一段厚度为134.92~159.56m,平均138.84m。其中含大部可采煤层M30和零星可采煤层M18、M28、M32。龙潭组二段(P3l2):以M15煤层底至M6煤层顶为界。岩性为薄至中厚层泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩互层,夹薄至中厚层或透镜状生物碎屑灰岩(上部)及黑色煤(层)线;粉砂岩为不等厚夹石主要分布于上部。龙潭组二段厚度为63.84~76.13m,平均66.36m。其中含全区可采煤层M6、大部可采煤层M15、零星可采煤层M7、M8、M9、M13。龙潭组三段(P3l3):以M6煤层顶至龙潭组顶为界。岩性为薄层状粉砂质泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩互层,夹黑色煤(线)层、炭质泥岩、薄至透镜状生物碎屑灰岩。厚度为38.57~46.11m,平均43.03m。含零星可采煤层M3、M5。二叠系上统长兴组(P3c):零星出露于井田东部大坡脚—长冲垭口一带,岩性为中至厚层状细至中晶灰岩、含燧石结核灰岩。厚5.41~14.63m,平均9.05m。该组与下伏龙潭组呈整合接触。二叠系上统大隆组(P3d):仅出露于井田东部长冲垭口。整合覆盖于长兴组之上,岩性为薄层硅质泥岩,顶部夹鲜黄绿色玻屑凝灰岩。厚3.53~6.90m,平均4.78m。三叠系下统夜郎组(T1y):出露于井田北部和北东部大白岩—猴子洞—路分丫—化以岩一带。按岩性组合从下至上分为以下三段:夜郎组沙堡湾段(T1y1):岩性为薄至中厚层粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、钙质泥岩及泥质灰岩,由下向上钙质含量逐渐增多。厚187.85m。夜郎组玉龙山段(T1y2):岩性为厚层夹块状细至中晶灰岩、鲕粒灰岩,与下伏沙堡湾段泥岩呈渐变过渡。厚约129.05m。夜郎组九级滩段(T1y3):岩性为薄至中厚层泥岩、粉砂岩夹泥灰岩、灰岩及鲕粒灰岩。仅出露于井田北部路分丫一带和北东部大白岩山顶,厚度大于70m。该组与下伏大隆组呈平行不整合接触,以大隆组硅质泥岩夹凝灰岩结束,该组沙堡湾产双壳类化石的泥岩出现为分界标志。第四系(Q):为浮土型、残积型、堆积滑塌型,不整合覆于各地层之上。为粘土、亚粘土、砂砾、卵石、碎石等。厚0~50m。二)地质构造区域构造上矿区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区和毕节北东向构造变形区交汇部位,其主体构造为纳雍东西向构造带,矿区所处具体构造部位为该构造带东段南侧。位于井田北部的猴子洞断层(F1)为该构造带的组成成分,以北东东向横跨井田,为井田北部边界构造。褶皱:本矿井构造形态总体为一微型向斜构造。井田及邻区褶皱有桃园向斜、化以岩向斜和大营坡向斜。对本矿井煤层赋存有影响的褶皱为桃园向斜。桃园向斜北起井田北部外围,北东起从猴子洞向南西经桃园一带,在井田南西侧外围的大沟头汇于F2之上,总体呈北东向展布,区内长约2.5km。向斜核部及两翼出露为T1y1中部至P3l地层,岩层产状平缓,倾角一般5°~20°。两翼岩层产状不甚对称,北西翼岩层产状不稳定,倾向一般为150°~250°、倾角5°~30°,平均小于20°;南东翼岩层倾向250°~320°、倾角5°~15°。除局部地段外,总体上岩层呈缓倾斜产出。断层:井田内已查明的断层共有8条,其中除F1、F2、F3断层断距较大以外,其余位于井田以外或断距较小,现分述如下:F1断层:位于井田北部及外围的龙头山垭—大河沟—化以岩—猴子洞一线并延出井田以外,井田内长约1500m。呈北东东—南西西向展露,为逆断层。断距由北东向南西逐渐从约30~50m增大至>250m,断层倾角为60~68°。为本矿井北部边界断层,对煤层开采影响较小。F2断层:为一逆断层,位于井田西部及外围,北端交于F1之上,南端延伸出井田以外,井田内展布长度约1200m。呈北北东—南南西向展露。北西盘地层岩层倾向由北向南逐渐从南西—南东过度为北西向,倾角一般为6~13°;南东盘地层岩层倾向整体为北西向,倾角一般为6~15°,断距约30~50m。该断层地表附近为居民区,设计已将其划在煤柱保护区内,因此对井下资源开采影响较小。F3断层为逆断层,位于井田东南角及外围的柯家营—栅子门西侧一线,北端在栅子门北西侧尖灭,展布长度约>2700m。断距约0~30m。该断层为本井田东南边界断层,在井田范围内对煤层开采影响较小。F4断层:位于F1断层以北,性质不明,对煤矿区内煤层没有影响。F5、F6、F7、F8等断层为井田内零星分布的一些次级小断层,产出于含煤岩系岩层中,断距一般为2~<10m,除F6为正断层性质外,其它均为逆断层。它们对煤矿区内含煤岩系及煤层造成小规模的错断,但破坏性不大。对煤层开采基本没有影响。本矿井资源主要赋存于桃园向斜东南,煤层沿走向起伏较小,呈单斜构造。且F1、F2、F3位于村寨煤柱范围内或井田边界,对煤层开采影响较小。F4、F5、F6、F7、F8断层断距较小,呈零星分布,规模较小。因此,桃园向斜东翼构造简单,桃园向斜西翼构造中等。总之,本矿井构造复杂程度为中等。(四)矿区可采及局部可采煤层二叠系上统龙潭组(P3l)为本区含煤地层,底部与峨嵋山玄武岩组呈假整合接触,顶部与长兴组整合接触。主要由粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩夹炭质泥岩、页岩、灰岩和煤组成的海陆交互相含煤沉积组合。含煤地层厚240.38~261.45m,平均厚250.57m。煤层(线)累计总厚度14.26~16.28m,含煤系数5.71~6.77%;全区可采、大部可采和零星可采煤层12层,其中全区可采煤层2层(M6、M30),大部可采煤层1层(M15),其余均为零星可采煤层。现将各煤层分述如下:M6煤层:位于龙潭组二段P3l2顶部,呈层状产出,煤层厚1.44~6.08m,平均厚度2.95m,;变化系数为39.78%,稳定指数为8.63%。属全区可采较稳定中厚煤层。该煤层在东部、南部一带普遍含1~3层夹矸,沿倾斜方向夹矸数量及厚度减少。煤层直接顶板主要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩,部分具炭质页岩(泥岩)伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩,部分为含炭质粉砂质泥岩。煤层结构复杂。上距P3C约50m左右,下距M15煤层62m左右。M15煤层:位于龙潭组二段P3l2底部,呈层状产出,煤层厚0.39~1.80m,平均厚度1.12m,变化系数为38.91%,稳定指数为22.25%,属大部可采不稳定薄煤层。由东向西,煤层厚度增厚,变化趋势明显。煤层直接顶板主要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩,部分具炭质页岩(泥岩)伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩,部分为含炭质粉砂质泥岩。煤层结构较复杂。下距M30煤层104m左右。M30煤层:位于龙潭组一段(P3l1)下部,呈层状产出。煤层厚0.90~1.87m,平均厚度1.41m,变化系数为18.20%,稳定指数为8.28%,属全区可采较稳定中厚煤层。厚度变化无明显规律。煤层直接顶板主要为粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩,部分具炭质页岩(泥岩)伪顶。煤层底板多为深灰色泥岩,部分为含炭质粉砂质泥岩。煤层结构较简单。各煤层厚度、变化系数统计见表1-2-2。根据煤层及其顶底板特征,可采煤层特征见表1-2-3。表1-2-2?煤层厚度、变化系数统计表可采性煤层编号均值(m)标准差变化系数(%)稳定指数(%)稳定程度全区可采M62.951.173839.788.63较稳定M301.410.255818.208.28较稳定大部分可采M151.120.435438.9122.25不稳定零星可采M50.720.309342.9638.19不稳定M70.700.307244.2040.70不稳定M80.640.251339.4639.65不稳定M90.800.377347.0637.56不稳定M130.650.371357.3756.74极不稳定M180.590.323954.5558.79极不稳定M200.400.206252.2084.58极不稳定M280.680.364653.9651.11极不稳定M320.630.296247.0147.76极不稳定表1-2-3可采煤层特征表煤层编号厚度(m)间距(m)煤层结?构煤层倾?角顶底?板?岩?性煤层稳定性最小最大平均最小最大平均夹石层数。顶板底板M61.446.082.9558.566.361.941-37~16粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩泥岩较稳定,全区可采,煤层结构简单~复杂M150.391.81.120-17~16粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩泥岩不稳定,大部可采,煤层结构简单~复杂73.5122104.2M300.91.871.4107~16粉砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩泥岩较稳定,全区可采,煤层结构较简单二、误揭煤层的原因?由于本矿井内未进行详查和精查的地质勘探工作,区域内的地质构造、煤层层数、煤层埋深、煤层产状及断层、褶曲等不甚了解;煤层瓦斯含量、瓦斯压力、瓦斯释放情况、瓦斯渗透情况等有待测定;再加上实际操作过程中由于管理不到位或人为因素导致出现偏差,就有可能出现误揭煤层现象,引发煤与瓦斯突出事故。三、加强组织领导(一)成立防止误揭煤层工作领导小组组长:杨明国副组长:胡明华、郑盛钗成?员:唐勇、郭祥、赵院生、赵绍林、欧夏斯、徐显光、高怀斌、张进、柯贞举、王桂蜜、娄现军、刘家强、林加兵、林日品、郭密、李静、谭佳喜、熊灿跃组长:对整个防止误揭煤层统一安排,负主要责任。副组长:听从组长指挥,负责安排、督促落实误揭煤层的相关事宜。成员:负责落实防止误揭煤层的具体工作。(二)成立探防队王桂蜜为队长,主要负责探放水及防突工作。成员由高怀斌、张进、柯贞举、林加兵、刘家强、谭佳喜、林日品、熊灿跃、郭密、李静组成,严格按设计钻孔进行施工和记录。四、安全技术措施1、巷道的掘进施工,必须严格做到“有掘必探,有疑必探,先探后掘”。钻孔的深度、个数、方位必须符合《11运输斜巷防止误揭煤层钻孔示意图》的规定。必须保留20m的安全超前距离。2、加强钻孔检查验收,提高钻孔施工质量。打钻过程中,必须安排一名专职瓦检员现场盯守,密切注意打钻过程中出现的各种异常情况,随时掌握第一手资料。特别注意打钻穿透的各个层位,并做好记录检查。3、加强瓦斯地质预测预报,准确掌握煤层赋存位置情况,防止误揭煤层。瓦检员要不断检测钻孔中瓦斯涌出情况,发现瓦斯异常或超限时,必须停止一切工作,切断井下动力电源,撤出人员,加强通风稀释瓦斯。4、钻进过程中,如遇到破碎、顶钻、卡钻、喷孔等其他动力现象,必须立即停止钻进,但不得拔出钻杆。5、加强监测监控,保证监控有效。按照“装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速”的要求,加强监控设备的日常检修和维护,保证监控设备完好,数据准确上传,实现井下24小时不间断的监测监控。6、必须保证井下所有电气设备的防爆性能良好,杜绝一切火源入井。7、掘进中发现地质、矿压、瓦斯异常,必须立即停止工作,待采取措施安全后方可恢复其他工作。8、必须保证掘进工作面有足够的新鲜风流,风量必须满足现场需用,严禁无计划停风或微风作业。9、严格执行“四位一体”综合防突措施。安全矿长加强防突知识的培训,提高施工人员防突意识和能力。切实抓好突出煤层掘进、异常地质构造条件下防突工作,采取有力措施,防止煤与瓦斯突出事故的发生。10、掘进过程中注意事项:(1)刚开始钻进时压力不宜过大,要轻压慢钻,以免崩刃或打坏变速齿轮;待钻进两根钻杆,工作平稳后,压力再逐渐增大。(2)开钻前先开水,并要保证足够的流量,不许干式钻眼。(3)钻工在钻进过程中要认真观察钻机运转情况,即观察油压、钻孔内的排水。钻孔内的震动声音等情况。(4)钻孔过程中必须有专人记录钻孔深度及多少根钻杆时出现的异常情况,如涌水量大、瓦斯异常、遇到煤层等。(5)瓦检员必须跟班检查气体浓度,随时检测掘进工作面的瓦斯(二氧化碳)浓度,如果掘进工作面瓦斯浓度超过1%(二氧化碳超过0.75%)时,必须停止钻进,立即撤出工作面人员,加强通风,稀释瓦斯(二氧化碳),并立即汇报矿调度室和当班带班领导。(6)钻进过程中,出现喷孔严重时,必须停止钻进并保持钻进空转,并及时汇报矿调度室和当班带班领导。(7)钻进过程中不可停风,如停风所有人员应立即撤出掘进工作面,切断井下所有电源,恢复通风后应先由瓦检员与当班班长(瓦检员在前,班长在后)一起,由外向内的逐步检查瓦斯浓度,一旦发现瓦斯、混合气体浓度超过规定时要立即停止前进,等巷道中瓦斯、混合气体浓度不超标时方可安排工人入井作业。(8)在钻穿探孔或打穿溶洞后,如出现停风、停电,应立即撤出井下所有人员并在配电房手动切断井下所有电源,恢复作业前由瓦检员和当班班长(瓦检员在前,班长在后)一起,由外向内的逐步检查瓦斯浓度,若瓦斯浓度不超过1%,方可恢复井下电源,允许工人入井作业。(9)突发事件处理程序:井下工作面瓦斯急剧增加,工作面中瓦斯浓度超标;工作面瓦斯积聚;有毒有害气体超标;钻孔中涌水增大且有压力;片帮、冒顶等突发事件应立即停止钻进,切断井下动力电源,撤出所有人员,上报矿调度室和当班带班领导;矿领导和项目部领导开会研究处理方案,同时向公司汇报情况及研究处理方案。事故发生后当班班长第一时间在井口清点出井人员,若下井人员没出井或井下还有人员,应立即向矿领导和项目部领导汇报,由矿领导和项目部领导根据实际情况采取相应措施组织入井搜救,如灾情严重,再向上级部门汇报,请求矿山救护队援救。所有入井人员必须携带好自救器。(10)其他不足之处,请严格按照《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》等相关规定执行。五、附图防止误揭煤层钻孔示意图避灾路线图
篇2:X煤层运输巷维修技术安全措施
为保证c8煤运输巷维修工作安全顺利进行特制定此安全技术措施:
技术措施:
一、概况:该巷道属我矿c8煤老旧巷道,顶帮局部垮落。因采掘需要,决定对此运输巷道进行维修。
1、维修时巷道净断面要求:上净宽2.2米,下净宽2.8米,净高度2.1米,s净=5.25米2。
2、临时支护:采用吊挂前探梁支护作为临时支护,前探梁由15kg/m的两根轨道制作,长度不小于4m,间距不大于0.6米,用金属吊环固定,前探梁必须及时跟头,最大控顶距0.5米,前探梁上用两块规格长×宽×厚=1.5m×0.10m×0.05m半圆木和木杆接顶。维修过程中,严格前探支护,严禁空顶作业。
3、永久支护:顶板破碎地段,采用11号工字钢架棚支护,架距不小于0.6米,允许最大偏差0.1米,每架工字钢柱脚窝不小于0.1米。顶板情况稳定地段使用180×1800的托盘式树脂锚杆和管缝锚杆挂网支护。间排距为800,不得大于900,合格率不小于95%。
严格按巷道中线架设工字钢或打锚杆挂网。
安全措施
1、顶板管理:
¨1施工前由外向里进行认真检查,用长把工具处理掉顶帮活煤、活矸确认安全后方可作业。
¨2在施工过程中要严格执行敲帮问顶制度。
¨3架设支护时,必须由外向里逐架进行,严禁一次架设2架以上,严禁超控顶作业。支护要用背板、木楔关接严实,安全可靠,在作业过程中要设专人观察顶帮情况,发现异常,立即停止作业,将人员撤到安全地点,待隐患处理结束后,方可进入作业。
¨4支护必须支设在实底上,并保证有不低于0.1米的柱窝,严禁在浮煤上架设支架,必要时要穿鞋戴帽。
2、瓦斯管理:
(1)开工前先检查作业点瓦斯浓度,浓度超过1%时,禁止进入作业。
(2)在维修过程中要保证风路畅通,风筒距作业点距离不大于5米
(3)在整个施工过程中要设专职瓦检员、安全员进行瓦斯检查和安全监督。在整个施工期间要密切注意瓦斯涌出情况,瓦检员要认真检查作业点瓦斯情况,杜绝空班漏检。班组长要携带便携式甲烷报警仪,并将其悬挂在工作地点距顶板不大于30厘米处。
3、放炮管理:.
(1)在维修过程中严格执行“一炮三检”制度。
(2)爆破时严格执行“三人连锁放炮”制度。
4、综合防尘管理:
(1)爆破之后及时打开巷道中的防尘水幕进行降尘处理。
(2)机电设备上的煤尘必须随时清扫,保持清洁。
(3)调节合理的风速,使之达到既能吹走浮尘,又不吹起落尘的效果。
5、运输管理:
(1)在运送维修所需要的材料时,运料的车速不得太快,允许一辆一辆的运送,并且车与车间的距离不小于25米,确保运料安全。
(2)在运输的过程中严禁蹬车,严禁在轨道中嬉戏打闹。
6、其它:
(1)在施工过程中必须保证后路畅通。严禁杂物乱堆乱放。
(2)在维修工作中,当班发现的问题,当班处理,当班未处理完的,在交接班中必须交接清楚。
(3)在施工过程中队长必须跟班作业,统一指挥,现场把好质量关、安全关。
篇3:运输巷掘进工作面煤层注水安全技术措施
因我矿的煤尘具有爆炸性,并且掘进期间煤体干燥,煤尘较大,为预防煤尘爆炸,防止煤尘堆积,减少掘进期间的产尘量特编订此措施。
一、巷道煤层情况
1032运输巷掘进工作面巷道为炮掘工作面,巷道净断面5.3㎡,煤层倾角24-28°,煤尘平均厚度为2.1m,煤质为低灰、低硫、高发热量的优质无烟煤。煤层硬度f=0.9-1.0,掘进时适用于煤层注水减少粉尘的要求。通过煤体动压注水的方式,可充分湿润煤体。深部煤体受压裂,瓦斯将会均匀释放,还可有效预防瓦斯事故。
二、注水技术参数及工艺
1、钻孔布置及施工
①采用手持式气动钻机,人工进行打眼,孔径42mm,孔深9m,在巷道迎头并排布置2个注水孔,钻孔方位与巷道施工方位一致(注水孔具体位置见附图),钻孔湿润半径为2-4m,水压8-10MPa。
②钻孔布置及施工:钻孔布置在煤厚度的中部距顶板约0.8m,为方便排屑钻孔应有1-2°仰角。
2、煤层注水钻孔施工及注水工作必须在掘进前进行,注水期间施工单位必须指派一名跟班队长专门负责注水工作。
3、封孔参数及封孔工艺:封孔采用橡胶快速封孔器封孔,封孔器长1m,封孔深度不小于1m。
4、注水参数
①注水压力:采用动压注水,清水泵的泵压控制在8-10MPa之内,10MPa为掘进期间最适宜压力,最小注水压力不得小于6MPa。
②单孔注水时间:一般为间歇性注水5分钟一次,注水量以每次5分钟1.6m3为宜。实际单孔注水时间以煤壁出水时为准。
三、注水系统
注水系统由清水泵(含压力泵、水箱、压力表、安全阀、溢流阀等),高压钢丝胶管,双功能高压水表,高压橡胶自动封孔器组成。
注水系统主要设备主要参数数量及规格如下:
1、PB320-6.3清水泵2台,额定流量19.2m3/h。额定压力6.3MPa,最大可达16MPa。2台均布置在1031运输石门处。
2、自动封孔器15支,型号ZF-A22内径22mm,外径30mm。适用孔径42-50mm的注水孔。
3、双功能高压表4块,型号SGS,最大流量5m3/h,最大水流量0.1m3/h,额定压力18MPa。
4、高压水管:干管规格3×25×18(钢丝层数×内径×压力),每根长10m,总长度根据清水泵位置至采面注水孔的距离而定。支管规格3×16×26,每根长10m。
5、减压阀8个,直径25mm,可以在0-20MPa之间任意调节。
6、截止阀16个,直径25mm。
7、变径接头:25mm变16mm三通,22mm变16mm两通各16个。
四、1032运输巷掘进工作面注水安全技术措施
1、打眼注水前,由跟班班长对工作面顶板、煤壁及支护情况进行全面检查,确保无危险后方可进行作业。
2、注水孔采用手持式气动风钻施工,专职打眼工负责打眼。打眼前要认真检查风钻的启闭是否灵敏可靠,零部件是否齐全完好。打钻时两人一组,严禁单人作业,并严格按规定的布控进行施工。打眼时,应控制钻杆不要剧烈晃动,防止形成偏移无法进行封孔注水。
3、打眼人员的打眼作业位置距离正在注水的注水孔1.5m以上。
4、注水孔打够深度后,要来回抽动,排尽煤粉,注水器播入钻孔深度不得小于1m。
5、钻孔尽量布置在煤厚的中部,距顶板不小于0.8m,以防顶板片冒。打钻前首先进行敲帮问顶,捣去虚煤浮矸。打钻时,应采用长钻杆远距离的打钻方法,防止煤壁片帮伤人。钻杆使用2m长钻杆,打钻时接长钻杆,打钻人员在打钻过程中始终与煤壁距离不得小于1.5m。
6、注水前要检查注水系统和注水管线的密封情况,在高压管路密封性不好或破损时禁止注水。同时要认真检查注水枪的接头连接情况,若发现松动,必须及时接好,防止脱落伤人。当高压管处于泵压状态或注水期间,禁止连接拆卸和修理高压管件。
7、打眼注水期间必须安排专人观察顶板、煤壁及支护情况,若发现异常立即停止作业撤出人员,采取措施进行处理。
8、注水时严禁人员站在正对注水孔及上下5m的位置。注水时封孔器要用8#铁丝牢固拴在棚梁护帮板或前梁下,固定点不得少于2处,防止封孔器喷出伤人。
9、注水期间要加强工作面瓦斯的管理工作,地质构造带处应停止注水工作,遇到断层时应观察注水量,发现跑水时应停止注水。
10、工作面在地质异常带范围内及片帮严重处,经跟班瓦检员、安检员及跟班矿领导鉴定同意后,经矿总工程师批准,方可进行打眼注水。
11、打钻时,现场瓦检员要检查工作面及回风流中的瓦斯浓度,当工作面及回风流中的瓦斯浓度达到0.8%时,停止打钻进行处理,待安全隐患消除后,方可继续工作。
12、注水过程中,发现孔口附近一定范围内的煤壁渗水,应先关闭截止阀停止注水。待注水孔内水压降下以后,再抽出封孔器,防止封孔器突然喷出伤人。
13、工作面片帮深度超过0.8m时,不进行打眼注水。
14、施工中必须对风、水管注意保护,防止挤坏、砸坏。
15、必须有专人负责操作和看管注水泵。
16、本措施与《1032运输巷掘进作业规程》一并实施。