工作面切眼施工补充安全技术措施
一、工程概况?
2132工作面切眼现已施工51测点前67m处,巷道跟顶施工,现达到-8°下坡,顶板多处出现砂岩淋滴且个别锚索孔施工至7m以上位置时,顶板砂岩水顺孔淋水。为保证锚索打注质量和安全生产,保证巷道使用年限,依据施工现场情况,特编写施工补充措施,指导施工。
1、巷道布置
2132工作面切眼方位3°0′0″,巷道断面为矩形,设计总工程量190m。掘进层位:按中线平掘12m后跟顶掘进。服务年限:6个月。
2、巷道导硐施工断面
由于2132工作面切眼断面较大,为确保工程质量及施工安全,决定采用分次掘进方法进行施工。导硐施工断面规格:掘宽4500mm,掘高2900mm。
3、支护工艺
⑴、导硐施工掘进支护
由于切眼断面较大,为确保施工安全,决定采用分次掘进方法进行施工。第一次掘进切眼非采煤侧,掘进宽度4500㎜,高度2900㎜,其支护形式为:采用金属锚网、塑料网、单体柱、半圆木板梁联合支护。顶板、非工作面帮部锚杆采用Φ20×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距:750×750mm,锚杆外露长度为30~50mm,托盘为正方形拱形钢板,规格为:150×150×8mm,锚杆拉拔力不小于105KN,扭矩力不小于200N·M。工作面帮部锚杆采用Φ22×2200mm全螺纹式树脂锚杆,间排距:750×750mm,托盘为树脂锚杆专用托盘。每根锚杆采用1支K2335型药卷和1支Z2360型药卷。顶部、非工作面帮部铺设金属网,规格为Φ6.0的圆钢(网孔规格:100×100mm),工作面帮部铺连塑料网规格为9×0.8m(网孔30×30㎜),金属网及塑料网搭接长度不小于100mm,不大于200mm,相邻两块网之间要用14#铁丝连接,每间隔200㎜绑扎一道。锚索规格Φ17.8×6300mm预应力钢绞线,间排距:1600×1500㎜,外露长度100~300㎜,每根锚索采用1支K2335型药卷和2支Z2360型药卷,锚索托盘为正方形钢托盘,规格为:300×300×12mm。锚索均使用配套标准锁具锁定,每根锚索预应力不小于180KN。待导硐施工切眼贯通立即在切眼正中位置补打一排锚索,锚索规格Φ17.8×8000mm预应力钢绞线,排距:1500㎜,外露长度100~300㎜,每根锚索采用1支K2335型药卷和2支Z2360型药卷,锚索托盘为正方形钢托盘,规格为:300×300×12mm。锚索均使用配套标准锁具锁定,每根锚索预应力不小于180KN。第一次掘进及时地使用戴帽的单体液压支柱及半圆木托梁加强支护一排,单体柱距迎头不得超过15米。
⑵、第二次掘进支护
补打加强锚索完成后,第二次掘进采煤侧,掘进宽度3300㎜,高度2900㎜,其支护形式为:顶板支护形式同第一次掘进的顶板支护,锚杆、锚索、网片规格、锚固方式同第一次支护。工作面帮部锚杆采用Φ22×2200mm全螺纹式树脂锚杆,间排距750×750㎜,每根锚杆采用1支K2335型药卷和1支Z2360型药卷,预紧力为150N·M,并铺联塑料网,塑料网规格为9×0.8m,网格规格:30×30mm,塑料网搭接长度不小于100mm,不大于200mm,相邻两块网之间要用14#铁丝连接,每间隔200㎜绑扎一道。托板为树脂锚杆专用托盘。第二次掘进及时地使用戴帽的单体液压支柱及半圆木托梁加强支护,单体柱距迎头不得超过15米。
?二、支护设计
(1)锚杆支护验证:根据顶板压力公式
Q=4YA?/3Ft/㎡
式中A----巷道跨度一半取2.25m。
F---岩石坚硬系数取4.687
Y---顶板岩石平均容重取3
Q=4YA2/3F=(4×3×2.25?)/(3×4.687)
=4.32(t/㎡)<105KN/㎡
由于施工中每根锚杆锚固力不小于105KN,而经计算得到每根锚杆的支护强度为4.32T即43.2KN小于105KN,所以巷道内锚杆支护强度符合要求。
锚杆支护计算:
(1)按加固拱原理确定锚杆支护参数:
综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定,对于跨度小于10m的巷道、硐室、可按下列经验公式确定参数:
锚杆长度:L>N(1.1+W/10);L﹥2dz
锚杆间、排距:D≤(0.5~0.7)L;G≤3dz
锚杆直径:d>L/110mm
式中:
W--巷道或硐室宽度。
N--围岩稳固影响系数、规定如下:
Ⅱ类(稳定性较好)围岩、取0.9
Ⅲ类(中等稳定)围岩、取1.0
Ⅳ类(稳定性较差)围岩、取1.1
Ⅴ类(不稳定)围岩(包括煤)、取1.2
dz-岩石节理间距,本工作面取0.5m
D-锚杆间距m
G-锚杆排距m
213采区工作面切眼支护参数为:
根据公式计算N取1.0?W取4.5m则
锚杆长度:L>1.0×(1.1+4.5/10)=1.55m,
dz=0.5m,L﹥2×0.5=1m,结合经验本工作面取2.2m。
锚杆间、排距:D≤0.5×2.2=1.1m,G≤3×0.5=1.5m,结合经验,本工作面锚杆间、排距均取0.75m。
锚杆直径:d>2200/110mm=20mm,结合经验本工作面取20mm。
(2)按悬挂理论:
L=KH+L1+L2=2×0.48+1.2+0.04=2.2m
式中:L---锚杆长度,m;
L1---锚杆锚固长度,本设计中取1.2m
H---冒落拱高度,m;
L2--锚杆外露长度,取0.04m
K---安全系数,一般取2。
H=B/2f=4.5/(2×4.687)=0.48m
式中:B--巷道开掘宽度;4.5m
f--岩石坚固性系数,砂岩取4.687。
故锚杆取Ф=20㎜,L=2.2m,锚杆间、排距取0.75m?符合要求。锚杆紧跟迎头进行支护,前排锚杆距迎头达到相应一排锚杆距离时及时打、装锚杆。
3、锚索支护方案设计
(1)锚索长度。锚索长度按下式确定:
L=L1+L2+L3
式中:
L---锚索长度,m;
L1---锚索外露长度,取0.25m;
L2---锚索有效长度,m;
L3---锚索锚固长度,一般取1~2m,本设计中取1.55m。
为保证巷道的稳定性,锚索应保证锚固到稳定岩层内,因此锚索的有效长度取4.5m。则锚索长度L=L1+L2+L3=6.3m。
(2)锚索间排距。
根据锚索间距与锚索孔深之间的关系应满足L/S≥2的经验公式,则锚索间距S为1.6m。其中L为锚索长度。
4、在断层带、交叉点或压力较大等特殊区域的锚网支护巷道,要求在巷道两肩角部位必须打倾斜锚杆或锚索,倾斜角度为65°~75°。
三、主要生产系统
1、通风系统
(1)通风方式:采用压入式通风方式,该掘进工作面的供风局扇安装在213区轨道上山与213联巷交接处新鲜风流中。
(2)新风路线:地面→副立井→井底车场→1010大巷→213区轨道上山→局扇→213联巷→213区皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。
(3)乏风路线:掘进工作面→2132回风巷→213区皮带上山→213联巷→213区回风上山→2#回风斜井→地面。
2、压风系统
(1)压风主管路规格:采用4寸钢管,每隔50m安装1个闸阀及分风阀,迎头20m使用2寸胶皮管变1寸胶皮管。
(2)压风机放置地点:地面压风机房。
(3)压风路线:地面压风机房→1010大巷→1060斜巷→213皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。
3、运输系统
(1)材料运输系统:
地面料场→副立井→井底车场→1010大巷→213区轨道上山→213联巷→213区皮带上山→2132回风巷→掘进工作面。
运输方式:轨道运输。
(2)煤矸运输系统:
掘进工作面→2132回风巷→213皮带上山→221皮带下山延伸段→溜煤眼。
运输方式:皮带运输
四、避灾路线
1、发生火、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线
掘进工作面→2132回风巷→213皮带上山→213联巷→213区轨道上山→1010大巷→井底车场→副立井→地面。
2、发生水灾避灾路线
掘进工作面→2132回风巷→213区皮带上山→213联巷→213区回风上山→2#回风斜井→地面。
五、安全技术措施
1、加强顶板管理,认真执行敲帮问顶制度,每次施工前,,由两名操作经验丰富的同志采用长柄工具一人操作,一人监护,由外向里找掉顶板危岩活石,对施工地点前、后10m范围内的锚杆,进行二次紧固使其牢固可靠;确认安全后,方可施工。
2、确保工程质量必须严格中线进行施工,检查巷道断面尺寸,严禁无线作业。
?3、施工地点停止施工时,必须切断电源,设置板闭警示标,禁止人员入内。
4、在施工过程中要确保后退路畅通。当发现顶板来压或压力增大时,必须撤出人员,采取顶板防护措施,待确定无安全问题后方可继续施工。
5、锚杆要垂直巷道顶底板,其角度偏差不超过±15°,顶部角度不小于75°。
6、在施工过程中,坚持1人操作,1人监护的原则。
7、及时延接风筒,风筒距迎头不大于5米,吊挂成线,逢环必挂,不得随意破坏风筒。
8、巷道内无杂物,无淤泥、无积水(淤泥、积水长度不超过5m,深度不超过0.1m)。浮矸(煤)不超过轨枕上平面。材料工具码放要整齐。
9、每班施工结束后,必须清理现场的材料及杂物,并洒水防尘,把工具、材料分类码放整齐。
10、本措施未尽事宜必须严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》、《2132工作面切眼施工作业规程》及有关规程措施中规定执行!
六、附图:
篇2:回采工作面补巷开切眼施工安全技术措施
一、?工程概况:
我大佛寺煤业有限公司090107高档普采工作面位于100107综放工作面上部,上下采用联合布置进行回采。本回采工作面走向长度为1300米,倾向150米。
现在工作面已经推进750米,剩余520米。现距离回采工作面的推进方向揭露有4条落差1.2米-7.2米的斜交正断层,断层走向40°,倾向80°。经公司研究决定从090107运输顺槽310m处,与断层保留5米的保安煤柱,重新开掘一条平行于断层走向的切眼,全长150m。沿着煤层倾向掘进并与090107回风顺槽贯通,为此特制定以下安全技术措施。
二、?巷道规格及要求:
1、巷道支护规格4mх1.2m。
2、采用单体液压支柱配合柱帽支护。
3、支柱间距2米,共两排。。
4、单体支柱要迎山有力,顶柱下端深入巷道底板0.15m。
5、巷道掘进按中线掘进。
三、施工方法:
1、采用钻眼爆破法,主要工序:打眼装药、连线爆破、洒水降尘、临时支护、人工攉煤,永久支护。
2、打眼采用EBI-21/2手持式电煤钻钻眼,全断面一次打眼、一次装药、一次起爆。
四、钻眼爆破说明:
?1、打眼工具:采用EBI-21/2手持风钻,1.6m长麻花钻杆,钻头Ф42mm,硬质合金对称煤钻头。
2、雷管选用矿用毫秒雷管,总延长时间不超过130毫秒,炸药选用矿用乳化炸药。电容式矿用起爆器。
3、装药方式:采用正向装药;装药顺序:炸药、黄泥、水泡泥、黄泥封满孔。
4、爆破方式:采用串联连线,全断面一次起爆。
5、放炮母线选用矿用阻燃型铜芯电缆,放炮母线与雷管线连接头必须用黑胶布包好。
五、运输方式:
采用人工装运至采面刮板运输机,经溜煤眼转载到皮带到井底煤仓。
六、瓦斯监控:
1#瓦斯监控传感器安装在距离掘进迎头5m;
2#瓦斯监控传感器安装在距离掘进回风巷口100米处。
七、通风方式:
1、采用压入式通风。
2、局扇选用2×11kw对旋式风机,风筒采用矿用抗静电阻燃风筒。
3、局扇安装在距离施工地点的进风巷道一侧距回风口不少于10米处。
4、局扇安装必须吊挂安装(靠一帮),风带吊挂必须平直。
八、掘进材料从副井底经由1001盘区轨道下山,再从090109运输顺槽运至工作面。
九、安全技术措施
1)、顶板管理措施
1、严格执行敲帮问顶制度,每班开工前,放炮前后都必须由班组长对迎头进行敲帮问顶,清理危险煤岩石,否则不得施工。
2、掘进工作面的支护规格严格按本规程第一款规定执行,棚距严禁超宽。遇到断层和断层面,必须加强支护,严防顶煤冒落形成空洞。对顶煤冒落形成的空洞要接好顶,严禁空顶作业。
3、放炮前后必须对放炮地点及其附近10m的支架进行加固。放炮后崩倒支架必须重新支护,待支架支护好后才能进入掘进工作面,重新支护支架时必须先检查顶、帮,并从外向里逐架进行,严禁人员进入未支护的地点以内。
4、支架与巷顶、巷帮之间的空隙必须用木头、木块塞紧、背实。巷道冒顶、空顶过大的部分,选用木料进行接顶。
5、巷道开口时,必须用11#矿用工字钢,长度不少于5m进行加强支护,两端各打两个顶子并对开门点及其附近5m的巷道用抬棚进行加固,每对抬木梁子采用直径16cm的圆木打三个顶柱和三个撑子。
6.加强巷道修理,断梁折柱必须及时更换,在更换支架时,严禁从内向外作业。
7、每班进班后对切眼前后5m的单体支柱进行一次加压检验。
2)、钻眼爆破安全技术措施
1、放炮员必须经过专门培训,并经考试合格后,取得放炮合格证方可上岗放炮,严禁无证上岗。
2、严格执行“一炮三检查”和“四人连锁放炮”制度,爆破工必须按爆破说明书进行爆破作业。不得使用过期或变质的炸药。用剩的爆破材料必须当班交回库房。
3、严禁打眼装药平行作业,认真执行全断面一次起爆。爆破工必须把炸药、雷管分箱存放在专用的爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
4、必须使用水泡泥,黄泥封孔,严禁用别的物质代替黄泥。无封泥或封泥不足严禁爆破。严禁雷管连线裸露爆破。
5、装药前瓦斯浓度达到0.8%时严禁装药,放炮地点20m范围内瓦斯浓度达到0.8%时严禁放炮。
6、装配起爆药卷时,必须遵守《煤矿安全规程》第326条的有关规定执行。
7、装药后,必须把雷管脚线悬空,严禁雷管脚线、爆破母线与电气设备等导电体相接触。
8、放炮母线与脚线之间的接头及其脚线与脚线之间的连接必须严格按《煤矿安全规程》第334条的有关规定执行。严禁明接头放炮,和放明跑、放糊炮。严禁用发爆器打火放电检测电网路是否导通。发爆器的各项性能参数及防爆性能不符合规定的严禁使用。
9、放炮前后必须对迎头附近20m内的巷道及其四周脚线洒水防尘。装药后,放炮员必须把多余的雷管炸药连同放炮箱一起带到新鲜风流中的警戒线外的安全地点。
10、起爆点设在距离掘进方向不少于100米处,工作面放炮前班长必须派人站岗、警戒,警戒必须2人同行到位后一人回来汇报,当警戒到位后才能进行爆破作业,警戒人员没有接到撤出警戒的命令不得离岗,警戒位置见警戒示意图。
11、放炮器鈅匙,必须由瓦检员随身携带,严禁转交他人。设置警戒到位后交给放炮员,放炮后,必须立即将鈅匙拔出,撤掉母线并扭结成短路。爆破方式为正向爆破,炸药型号选用2#矿用乳化炸药,毫秒延期电雷管,最大延期时间不超过130ms
12、放炮前,必须切断巷道内所有电气设备电源,由跟班电工负责,瓦检员、安全员监督。只有放炮后检查巷道内及其回风流中瓦斯浓度在0.8%以下时,才能恢复送电。
13、放炮后,经过至少30分钟,待工作面的炮烟被吹散,放炮员、瓦检员、班组长等三人必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、支架、拒爆、残爆等情况。一切正常,才能撤岗,通知其他人员进入工作面工作。如有危险情况,必须立即按有关规定处理,待隐患处理好后,才能撤岗。
14、如通电后存在拒爆或残爆,应有关安《煤矿安全规程》底341条、342条的规定进行处理拒爆或残爆。
(3)、通风、瓦斯管理安全技术措施
1、严格按通风系统设计要求安装通风设施,开工前必须完善好通风系统,否则不得开工。
2、本掘进工作面实行选用2×11.4kw局扇对掘进工作面进行送风。
3、掘进工作面必须配备专职瓦检员,并持证上岗,坚持现场交接班,严禁空班漏检,当局扇发生停电停风时,瓦检员和工作面当班班长必须将本工作面及其回风侧人员撤至新鲜风流中(如全矿井停电则将所有人员全部撤到地面)的安全地点,造成瓦斯超限时,必须按审批的排放瓦斯专门措施组织排放瓦斯。
4局扇安装要确保质量,风筒吊挂要平、稳、直,破、漏洞要及时粘补,风筒距迎头不超过5m,,并确保有足够风流。局扇安装位置距回风口不得少于10m,防止局扇吸循环风。
5、严禁损坏通风设施。严禁敲打瓦斯传感器遥测探头。严禁随意移动探头。瓦检员每班检查瓦斯的次数和二氧化碳的次数均不得少于3次,瓦检员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度,并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查手册和检查地点的记录牌上,并将检查情况通知现场工作人员及矿调度室。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》的有关规定时,瓦检员必须责令现场人员停止工作,并撤到安全地点。
6、必须按规定装设瓦斯遥测报警断电装置。安全监控设备必须由专人负责管理,并严格按《煤矿安全规程》第162条的有关规定定期调试、校正并记录在册。
7、通风、压风系统必须安全可靠:
a、局扇严禁吸循环风。
b、1寸钢管压风紧跟迎头掘进,15米安装一个三通。
十、运输、机电设备管理措施:
1、爱护好机电设备,严禁敲打或破坏性使用。工种信号按钮、开关等电气设备,除电工外任何人不得擅自折开。瓦斯风电闭锁必须完善、健全、灵敏可靠,并确保处于完好状态。严格按“三专两闭锁”要求向迎头供电。
2、使用电气设备必须是矿用防爆型。
3、不得带电检修和搬迁电气设备。检修或搬迁前,必须切断电源,检查瓦斯,只有在检查带电瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》有关供电和待检修电气确认无电后,方可由电工检修,检修时,必须悬挂“有人工作、不准送电”字样的警示牌,只有执行这项工作的人员才有权取下此牌送电。
4、操作井下电气设备必须严格按《煤矿安全规程》第446条及井下电工操作规程的供电进行操作。
5、电缆及风筒分挂巷道两帮,电缆上严禁悬挂任何物件,电缆与防尘管分别挂在巷道同一侧时,电缆必须挂在防尘管的上方,并保持0.3m以上的距离。
6、电缆的连接必须符合《煤矿安全规程》第472条的有关规定。
7、电气设备的检查、维护和调整,必须由分片在该掘进头的专业电工进行。
8、井下防爆电气设备的运行、维护和修理,必须符合安全性能的各项技术要求。防爆性能遭受破坏的电气设备,必须立即处理或更换,未处理好,严禁继续使用。
9、对电气设备和电缆的检查、调整,必须按《煤矿安全规程》第490条的有关规定执行,检查和调整结果应记入专用记录簿内。发现问题立即处理,否则严禁供电。
10、电煤钻电缆的接头必须定期切割,每7天至少切割一次,再次切割的长度不得少于0.3m.,每次切割的电缆头必须积存好,并做好切割记录。
十一、综合防尘措施
1、井下各转载点必须设有洒水防尘装置。
2、放炮前后必须对迎头及其附近20m范围内的巷道回风井下洒水防尘,出煤过程中也做到经常洒水防尘。
3、加强对巷道中的煤尘清洗工作,放炮时090107回风巷的防尘水幕必须开启降尘。
4、放炮必须装好水泡泥。不装水泡泥禁止放炮。
5、及时清理巷道中浮煤,确保文明生产。
6、加强个体防护工作,佩戴好防尘口罩。
十二、防灭火安全技术措施
1、掘进作业必须使用阻燃性电缆和抗静电阻燃风筒。
2、加强电气设备管理,消灭电气火灾,电工每天必须对该巷道的所有电气设备进行一次失爆全面检查,发现问题及时处理。
3井下一旦发生火灾应采用一切尽可能的方法直接灭火,若发生电气火灾时,应先切断电源再进行灭火,在切断电源前只能用不导电物质(为干粉灭火器,河沙)进行灭火,严禁用水或其它导电物进行灭火。若火势较大,直接灭火无效时,应立即撤出掘进工作面及其所有受灾害威胁区的人员,并立即向调度室汇报。
4、严禁灭火人员站在着火点的回风流中灭火。
十三、使用刮板机安全技术措施
1、刮板机司机必须经过培训、考试并取得合格证后才准上岗。开车时司机不准面向刮板输送机方向,以免断链条或物料抵伤人。开车工要集中精力,发现情况立即停车。开动刮板输送机前必须发出开车信号,确认人员已离开机器转动部位,点动二次后才能正式开动。
2、刮板输送机使用时必须做到:
(1)、机头、机尾处的支护必须完整牢固,压车柱和站柱齐全、牢固可靠;刮板输送机机身两邦安设挡板。
(2)、刮板输送机移设时要平、直、稳,溜槽接口平整,不得错茬。
(3)、刮板螺丝齐全,刮板无弯曲变形,各部位螺栓紧固,牵引链无严重磨损或断裂,并且松紧合适,链条不跑偏、不飘链。
(4)、各部刮板输送机之间搭接合理,底链不得拉回头煤。
(5)、每部车机头、机尾必须安装能通话的对讲信号和机头照明灯,信号装置灵敏可靠,电缆悬挂整齐,防护装置齐全无损。
(6)、各转载点的洒水设施齐全无损,使用可靠。
(7)、机头、机尾的电器设备处如有淋水,必须妥善遮盖,防止受潮接地。
3、刮板输送机开、停信号的使用一律执行谁停谁开的原则。若刮板输送机长时间停开,要在详细检查和确认安全后,方可发出开刮板输送机信号。
4、禁止工作人员站在刮板输送机上干其它工作,刮板输送机只准运送煤炭,严禁用刮板输送机运送设备和其它材料。
5、电缆横跨刮板输送机机头、机尾、溜槽时,要在距其0.5米以上悬挂牢固,以免煤矸、材料等挤碰。
6、刮板输送机超负荷不能启动时,不准强制开机,要扒出溜槽内的煤、矸。出煤时禁止跨着刮板输送机装煤;刮板输送机满槽、飘链、链条跑偏时不准装煤。
7、刮板输送机运行时,不准人员从机头上部跨越。不准清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链。
8、刮板输送机高速旋转部分不准外露,必须封盖严实。
9、刮板输送机不准运送材料和乘人。
10、刮板输送机发现以下情况之一时,要立即停机进行处理。
(1)、超负荷运转,发生压车时。
(2)、电机、机械部件温度过高或运转声音不正常时。
(3)、刮板链出槽、飘链、掉链、跳齿时。
(4)、液力偶合器的油压联轴节易熔化或其油(液)质喷出时。
(5)、发现车内有大木料、单体支柱、金属顶梁、笆片、溜槽、塑料网、大块煤矸石等异物时。
(6)、后面的刮板机或皮带停止时。
(7)、信号不明或发现有人在刮板输送机上时。
(8)、刮板输送机出现死弯脱节或缺插销,刮板、溜槽、挡煤板损坏时。
11、检修、处理刮板输送机故障时,必须将控制开头手把扳到断电位置并闭销好,持上停电牌。
12、收工时,将控制开关手扳到断电位置,并拧上闭销螺栓。清理机头、机尾各机械设备旧的浮煤、粉尘,并闭洒水龙头,然后向接班司机或班长详细交待本班设备运转情况。出现的故障及存在的问题。
13、刮板输送机必须有专人检维修,确保处于良好状态。杜绝失爆、失保,回风段的车和电器设备要加风电渚锁及瓦斯断电闭锁。克保瓦斯超限正常断电。
14、一部刮板输送机最长不得超过50米,超过50米后必须重新摆设一部,
15、刮板输送机司机必须带铲子,及时清理回头煤。
16、刮板输送机机身两侧煤矸每班由施工队安专人清理,保证巷道干净。
十五、避灾路线按090107采面避灾路线图执行:
?本措施未尽之处严格按照《090107作业规程》和《煤矿安全规程》执行。
日期:2013-12-30
篇3:工作面切眼施工方案安全技术措施
一、施工方案现准备从8103轨道顺槽测点G17点处以方位角59°32′26″开掘8103工作面切眼,断面为6000×2200mm(开口20m为断面为7000×2200mm)。由于切眼断面大,顶板压力也随着增大,故为了保证本工程施工现场的安全性,经矿委会决定,切眼采用二次成巷的掘进方式来完成施工。首先,在采空区侧以4000×2000mm断面开掘,采用综掘施工。当此断面掘进约184米到达停工点后,再以扩帮的形式倒着炮掘靠采煤帮的另一侧,断面为2000×2200mm。1、第一次成巷顶锚杆支护巷道为4000×2200m的矩形断面,采用”锚杆+锚索+4m长的“W”型钢带+金属菱形网”联合支护。顶板每排布置5根锚杆,间距为800mm,排距为900mm,其中采空区侧的顶锚杆安装角度与煤壁顶板成75°,其它锚杆垂直顶板支设。(如附图所示)2、第一次成巷顶锚索支护第一次掘进成巷时,需打一锚索支护顶板(锚索布置在钢带的第三眼上),锚索以顺槽掘进方向隔一排钢带打一锚索,排距为1.8m。3、第一次成巷帮锚杆支护第一次掘进成巷时,采空区侧的一帮按正常掘进巷道的支护方式进行支护,布置帮锚杆,间排距1000×900mm。4、二次成巷后巷道支护第一次掘进成巷后,再以扩帮的形式倒着掘进靠采煤帮的一侧,扩帮后断面为矩形,巷道断面为6000×2200m。扩帮二次成巷采用“锚杆+锚索+2m钢带+金属网”进行支护,顶锚杆支护间排距为800×900mm。锚索支护为:按切眼掘进方向,间隔一排钢带,打一排锚索(锚索打在钢带上),排距为1.8m。5、为了在第一次成巷和第二次成巷期间,防止切眼巷道顶板由于受围岩压力的影响而冒落,需要在该巷道的两帮打设点柱,点柱采用“带帽点柱”支护,一排两根,间距5m(点柱至采空区侧和工作面侧间距1m),排距1m。(布置方式见后图)6、为安放各项设备,拟在8103轨道顺槽靠近工作面侧开一缺口,全长20m,断面为1000×2200mm,采用单排锚杆支护,排距900mm,打在巷道中心。(布置方式见后图)二、支护要求??1、支护材料规格(一)锚杆支护材料规格材料名称规?格材?质顶锚杆φ18×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆顶托盘150×150×10mm中孔托盘帮锚杆φ16×1600mm可回收锚杆和木锚杆帮垫板230×220×3mm钢垫板(中孔φ18-22mm)帮托盘150×150×10mm中孔托盘钢带BHW220-30?L=4000mmBHW220-30?L=3200mmW钢带菱形网4200×10002200×100016#铁丝网锚固剂CK2340树脂药卷(二)锚索支护材料规格材料名称规格材质钢绞线φ17.8×1100mm钢垫板300×300×16mm钢垫板(中孔φ18-22mm)锚固剂CK2340树脂药卷2、支护要求:(一)顶锚杆支护:(1)巷道顶锚杆间距为800mm,排距为900mm。(2)锚杆外露长度从托盘算起10-40mm之间。顶锚杆扭矩力不低于100N·M,锚固力不低于80KN;左旋无纵筋螺纹钢帮锚杆扭矩力不低于80N·M,锚固力不低于60KN。(3)顶锚杆垂直于顶板打设,钻孔眼直径25mm,每排5根锚杆,1根锚索,锚杆间排距误差不超过±100mm,靠向巷道两帮的锚杆角度不小于75°,遇裂隙时,锚杆要尽量垂直于裂隙面。(4)锚杆紧跟迎头支设,顶锚杆支护最大空顶距离不得超过2.0m。(5)顶、帮锚杆均采用边掘边锚,即“割一排,锚一排”。在支护时,必须先打顶锚杆,后打帮锚杆。(6)顶锚杆使用锚固剂时均使用树脂药卷,每孔使用2根锚固剂。安装锚杆时,将锚固剂用锚杆杆体顶住锚固剂并送至孔底,启动搅拌器,边旋转搅拌边匀速推进到孔底,搅拌时间为15-30秒,搅拌停止后,等待90-180秒,卸下搅拌器上托盘、拧紧螺母。(7)顶锚杆配套BHW220-3.0?L=4000mm型钢带和16号铁丝编织的菱形金属网进行顶板支护。(8)顶锚杆孔深为1950mm,采用MQT-110/2.5型风动锚杆钻机,Φ25mm钻头、Φ20mm长1.0m和1.5m中空六角钢套杆打眼,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻孔折断。(9)使用两个CK2340型树指锚固剂,用气动锚杆钻机搅拌树脂锚固剂,搅拌时间15—30秒。(二)、帮锚杆支护:(1)帮锚杆垂直巷帮布置(2)巷道帮锚杆与顶锚杆平行布置,每排2根锚杆,间距为1000mm,排距900mm,最上一排帮锚杆距顶板为400mm,为可回收锚杆,下排锚杆距底板为800mm,为木锚杆。(3)帮锚杆靠落山侧选用可回收锚杆和木锚杆,φ=16mm,L=1600mm,配合铁托板挂菱形金属网进行支护。(4)帮锚杆孔深为1550mm,打帮锚杆使用风动钻机,钻头为φ45mm的麻花钻头。打好眼后,掏净煤岩粉,必须使用风动钻机紧锚杆。(5)帮锚杆支护空帮距离不得超过2.0m。(三)铺联网:(1)顶网长边垂直巷道中线铺设,帮网顺巷铺设,铺网规格:L×B=4200×1000mm。(2)相邻网必须搭接,每隔300mm用双股14#铁丝呈“三花”型连接,拧紧不少于3圈。(3)金属网必须铺设平整贴顶,相互要拉紧,不能东凑西拼。?(4)铺网与打锚杆同时作业,严禁锚杆打在金属网内。(5)金属网必须紧贴岩面,用钢带压紧,网面上活矸必须及时清理,严禁出现网兜。(四)锚索支护:(1)使用高强度低松弛预应力钢绞线锚索,钢绞线规格为:7500—Φ17.8—7股的锚索支护顶板,用4个CK2340型树脂锚固剂端头锚固。(2)打锚索采用MQT-110/2.5型风动锚杆机,打眼前先送水后开钻,严禁无水开钻,推力要适当,严禁猛升造成钻孔折断。(3)用Φ25mm钻头,Φ8m长1.0—1.5m的中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚索孔,锚索眼深7.2m,药卷搅拌时间按照药卷使用说明书,严禁随意截短药卷或钢绞线。(4)锚索安装预应力不低于100KN。(5)锚索应尽量与岩层层面或巷道轮廓线垂直布置,外露长度为150—250mm之间。(6)锚索施工滞后掘进工作面不超过10m,如遇顶板节理发育、松软、压力大地段应加密锚索布置,并紧跟迎头支设。(7)切眼开口处交叉处加强锚索支护,锚索成对布置,间排距为2000×1800mm,支护质量必须可靠达标。3、支护工艺:(一)锚杆支护工艺1、操作人员用长柄工具处理顶帮活矸、危岩(煤),并进行敲帮问顶→开始吊联顶网→上吊环及前探梁→上钢带→打顶锚杆并上好托盘紧固螺母→用扭矩扳手检查扭力距是否合格→打帮锚杆2、锚杆间排距按设计要求进行布置,扭力矩和锚固力达到要求。3、锚杆螺纹部分或麻花体必须清理干净,不得有氧化皮,保证锚固质量。4、煤体锚杆眼必须将眼内煤粉掏净。5、顶锚杆施工方法:(1)打眼前准备工作①查本机部件是否齐全,完好,紧固件是否松动。②检查本机各操作机构是否灵活。③压缩空气一定要清洁,空气压力控制在0.4-0.6Mpa之间。④钻机开动前,扳机手把应处于关闭状态。⑤检查油雾器是否有足够的润滑油,如果没有应加20#或30#机油。(2)钻孔作业作业前的空载试验,操作步骤如下:①将支腿控制扳把缓升到开的位置,使支腿由各级缸筒伸出,将扳把转到关的位置,缸筒应在自重下缩回。②将马达控制扳把压下,支腿控制扒把转到开的位置,钻杆接头旋转与支腿内的各级缸筒部件应能同时进行。③将马达控制扒把压下,使钻杆接头旋转。将水控制扒把转到开的位置,钻杆接头顶部有水涌出。③以上各项达不到要求,不能进行钻眼作业,修复后重新做空载试验。空载试验正常后,将麻花钻杆插入钻杆接头六方孔内,将马达控制板把旋开一个小角度,让钻杆慢转动,同时将支腿控制扳把旋开一个小角度,使钻杆与顶板缓慢接触,然后将水控制扳把转到开的位置,将马达控制扳把全压下,开始钻孔作业。钻完一根钻杆后,关闭支腿水源,使锚杆钻机在慢转下带动钻杆下降,然后关闭马达风源,从钻杆接头中取出钻杆,接入另一根钻杆,重新开始钻孔作业。钻进过程中,不可中止水流,最佳水压控制在0.6-1.2Mpa之间。打锚杆时,钻孔与围岩裂隙面成较大角度布置,围岩裂隙面不明显时,钻杆沿着断面轮廓线方向布置。打锚杆眼时,在钻杆上做好标记,保证钻孔深度符合本《规程》要求,钻孔内的煤岩粉必须清洗干净,钻孔的角度符合本《规程》要求,其它方面均按《岗位操作标准》进行作业。(3)锚杆安装①安装前,清洗锚杆孔内粉末,并检查锚杆深度和锚杆材质是否符合要求,锚杆孔不合格需重新打眼,锚杆材质不合格不得强行打设。②填送锚固剂,用锚杆将药卷轻轻送入眼底,确保不损坏锚固剂。③搅拌时,采用气动锚杆打眼机,套上连接器,搅拌时间为15-30秒,随拌随推,用力均匀,使锚杆到底。④打一个锚杆孔眼,必须安装一根锚杆,严禁打完所有锚杆孔眼最后安装锚杆,锚杆施工顺序由外向里,由中间向两侧,先打顶锚杆,后打帮锚杆。⑤锚杆支护,严格按《锚杆支护岗位操作标准》进行作业。(4)质量验收锚杆安装15分钟后,必须使用扭力板手检查紧固力,预紧扭矩达到顶锚100N·M、帮锚80N·M即为合格;当使用锚杆拉力计检查时,顶锚达到80KN、帮锚达到60KN即为合格,要求锚杆外露长度为10-40mm之间。6、帮锚杆安装:具体施工方法为,利用MQS-45/1.4C2型气动帮锚钻机配L=2.0米长的麻花钻杆钻眼,φ45mm钻头打眼。打眼时严格按设计尺寸定好眼位,钻眼深度1.55米,打眼过程中抽动钻杆排净眼中的煤粉。安装时,将锥体安装在锚杆杆体端头,然后轻轻插入钻底,把塑料胀套套在杆体上,用两米长1寸钢管将胀套送入钻孔内,利用手锤用力加紧,然后挂好网,上好铁托板,利用24#板手紧固,后用公斤扳手进行检查。(二)锚索支护工艺1、准备工作→确定打眼位置并打眼→上药卷安装锚固钢绞线→上钢垫片及锚具→用气动锚杆机预紧钢绞线→用切割器切掉钢绞线外露超长部分→用拉拔力试验器具测试拉拔力2、打眼、接钻杆或卸下时,必须在钻机完全停止运转的情况下进行。3、搅拌器一定要插入钻机底,钢绞线要插进搅拌器底部,以防钢绞线脱落发生伤人事故。4、钢绞线打设后,及时上钢垫板及锚具。5、张拉时,千斤顶应与钢绞线保持同一轴线。6、气动钻机操作人员应缓慢升压,严禁高压换向。7、锚索施工安装:(1)检查锚索孔深度和锚固剂质量。(2)用钢绞线将树脂锚固剂推入孔中,将钢绞线、锚固剂推到位。(3)将钢绞线套入搅拌钻杆中,利用锚杆机安装,使锚杆机顺时针旋转,随搅随推进,直到将钢铰线推到孔底为止,搅拌时间15—30秒。(4)上锁具时将张拉装置套在钢绞线上,利用千斤顶对锚索进行预应力张拉,达到100KN,压力表黑颜色数值达到32Pa后停止;张拉过程中,人员不能站在锚索下方,并要躲开高压管波及范围,以防管破伤人。(5)锚索呈两排直线布置,间排距为1600*2700mm,并且两锚索中心与巷道中心吻合。(6)保证锚索外露长度为150-250mm之间,锚索钻孔轴线垂直顶板。(7)锚杆排列与顶板、钢带垂直,呈棚架形状(三)带帽木点柱支护要求1.按支护规格在底板上挖好柱窝,柱窝的直径要大于坑木的直径,深度不小于3公分。柱窝要保证横平竖直。2.用量尺比好柱子的下料尺寸,量尺时下端放在柱窝中心,上端抵正顶板,保持3—5度的支护迎山角,下料长度应减除柱帽厚度。3.支柱时一手扶在放于柱窝里的向上倾斜方向倾斜的支柱,一手把柱帽放在柱头上,沿倾斜方向从上往下贯紧,然后用二锤打牢。煤层厚度超过2m时,支柱操作由2人进行。其中:一人扶柱,另一人用手或啄子把柱帽举高安放在柱头上,打紧打牢。4.在破碎顶板下从事支护时,要在柱帽上横放厚度相等的若干“伞板"。此时支柱料长度应加扣“伞板’’厚度。5.在顶板起伏较大的地点支柱时,支撑方向要根据顶板倾斜方向进行调整,使支柱迎山有力。6.因留有大量伞檐煤而不能进行支护时,必须安设临时支护。7.在采煤工作面的上下安全出口处要采用抬棚,丛柱等方式进行加固处理。8.在顶板冒落区边缘支护时,应当使用丛柱或木垛支护,并沿采空区边界进行加密支护。在软底板区域支护时,要加上柱垫(穿鞋)。9.当班新打支柱由跟班安全员验收编号,支撑力不达要求的点柱由安全员标明重打支护;严禁在荒石和夹矸上打支柱。10、工作结束时,由带班长负责清理作业场地,必须做到“工完料尽场地清”。三、安全技术措施1、切眼开拓前,通防设备、安全监测系统、风电锁闭系统安装到位,并确保切眼施工时正常使用。2、风机安装在8103轨顺口15米地点,风筒选用φ800mm抗静电阻燃风筒。每节风筒长度为10米。3、风筒吊挂采用8#铁丝固定切眼内巷道煤壁上。逢环必挂,垂度合适,确保供风线路畅通,风筒无打结、漏风现象。4、爆破时,为避免冲击波撕裂风筒,风筒距迎头5米范围内可不用吊挂,但必须确保风筒上方无杂物,以防影响通风效果。5、风筒距切眼迎头不大于10米,随掘进延接风筒,确保各节风筒联接良好,无漏风、脱节、破损现象。6、切眼内每隔20m设一个防尘喷雾枪,进入切眼的防尘供水干管接在中巷过滤器后。7、切眼施工爆破时,采用手动洒水喷雾进行爆破前后降尘。8、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的部分,应用粘土炮泥封实。9、爆破后,待炮烟消散后方可由班长、瓦检人员进入迎头查看爆破情况与现场支护条件。10、放炮前、后爆破地点30米范围内冲洗巷帮。切眼迎头30米范围外,每天打尘一次,并清除堆积的浮煤。11、瓦斯检查工巡回检查瓦斯,每个班至少检查2次。当瓦斯浓度超限时,必须按照《煤矿安全规程》第136~140条处理。12、班长以上管理人员到切眼迎头时,必须携带便携式甲烷报警仪,对迎头现场甲烷进行的监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须进行处理。13、现场作业的爆破工必须携带便携式甲烷报警仪,每次爆破时严格落实“一炮三检”工作,并做好记录。14、当班班长负责把便携式甲烷报警仪悬挂在距迎头不大于5m范围内无风筒另一侧,当出现报警时,现场停止作业并妥善处理。15、检修机电设备时,机电维修人员必须使用携带的便携式甲烷报警仪,对检修地点20m范围内的甲烷气体浓度进行检测,有报警现象时,不得通电或检修。16、切眼迎头安装必须安装甲烷传感器1台。生产过程中,挂在中巷切眼口向外10米回风侧处。甲烷传感器布置在巷道的上方,垂直悬挂。其中:设置甲烷传感器报警浓度≥0.8%;断电浓度≥0.8%;复电浓度<0.8%;17、对于安全监控设备的管理,必须做到以下几点:①拆除或改变与安全监控设备关联的电器的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电器设备,需要安全监控设备停止运行时,需报告调度室,并制定安全技术措施后方可停止运行。②加强对安全监控设备的调试、校正工作,确保安全监控系统灵敏可靠。③安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须制定安全技术措施。④当瓦斯超限或监控系统报警时,要按规定安排撤人,并及时查明原因,进行处理。18、防尘系统开切眼防尘供水管采用Φ89×4mm管路进行防尘供水。19、其它未提事项严格按照《煤矿安全规程》、《8103轨顺掘进工作面作业规程》的有关规定执行。技术科二〇一三年二月