11材料斜巷揭煤安全技术措施.docx
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11材料斜巷揭煤安全技术措施
安全技术措施报审表
工程名称:
11材料斜巷掘进工作面编号:
11材料斜巷掘进至221米即距M6煤层底板法线距离10米位置,经打瓦斯抽放钻孔后探明煤层覆层及瓦斯情况,掘进至230米即距M6煤层底板法线距离5米位置,进行瓦斯压力测定无突出危险性,预计再往前施工10.5米即进入距M6煤层底板法线距离2米位置,揭穿M6煤层顶板后距法线距离2米位置即宣布揭煤工作结束。
按照规定已编制了《纳雍县王家寨煤矿11材料斜巷掘进工作面揭穿M6煤层专项防突设计及施工安全技术措施》,并已通过会审。
驻矿员审查意见:
签字:
日期:
王家寨煤安分局审查意见:
签字(盖章):
日期:
纳雍县安全生产监督管理局审查意见:
签字(盖章):
日期:
贵州华电安顺华荣投资有限公司
纳雍县王家寨煤矿
11材料斜巷掘进工作面揭穿M6煤层
专项防突设计及施工安全技术措施
工作面名称:
11材料斜巷掘进工作面
编制:
罗义
编制日期:
二零一三年十二月二十一日
会审表
会审意见:
会审人员:
地测工程师:
安全副矿长:
生产副矿长:
机电副矿长:
总工程师:
矿长:
目录
一、编制说明2
二、工程概况2
三、地质情况2
四、掘进工艺3
五、压风及通风3
六、移动瓦斯泵安装4
七、揭煤方法和步骤4
八、煤层位置控制5
九、“四位一体”防突措施6
十、施工安全技术措施11
十一、避灾路线17
十二、组织措施17
11材料斜巷掘进工作面
揭穿M6煤层专项防突设计及施工安全技术措施
一、编制说明
根据《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规程》、《煤矿井工开采通风技术条件》(AQ1028—2006)、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026—2006)、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027—2006)、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》(AQ/T1047—2007)、《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018—2006)、《煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范》(AQ1020—2006)、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029—2006)、《纳雍县王家寨煤矿防治煤与瓦斯突出设计》规定,并结合《11材料斜巷作业规程》等有关资料和以往揭煤的相关经验,为确保揭煤期间的施工安全,特编制本措施。
二、工程概况
11材料斜巷掘进至221米即距M6煤层底板法线距离10米位置经打瓦斯抽放钻孔后探明煤层覆层及瓦斯情况,掘进至230米即距M6煤层底板法线距离5米位置,进行瓦斯压力测定无突出危险性,预计再往前施工10.5米即进入距M6煤层底板法线距离2米位置,揭穿M6煤层顶板后距法线距离2米位置即宣布揭煤工作结束。
巷道断面形状为梯形,巷道规格为:
上宽×下宽×高=3000×3600×2800mm,其净断面积为S净=9.24m2。
采用梯形棚支护,棚距800mm,棚距间用直径不小于20cm的圆木作为撑木,巷道顶帮用厚度不小于5cm的木板背实背紧,棚脚底无虚脚,并且穿鞋。
三、地质情况
根据《纳雍县王家寨煤矿地质勘探报告》和实际施工情况分析,目前11材料斜巷已揭穿M15煤层,在揭穿M6煤层过程中可能会揭穿如下煤层:
1、M6煤层:
产于龙潭组二段P3l2顶部,呈层状产出,煤层顶部为为划分P3l3/P3l2的标志。
14个探矿工程控制,均达可采厚度,煤层厚1.44~6.08m,平均厚度2.95m,点状可采率达100%,面可采率100%;变化系数为39.78%,稳定指数为8.63%。
M6煤层等厚线图(图5-1)表明:
矿区内M6煤层煤层厚度有一定变化,规律性较为明显,以ZK101为中心往四周逐渐减薄。
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。
2、M7煤层:
产于龙潭组二段P3l2上部,呈层状或似层状产出,距M6底部3.25~7.05m,在施工的12个工程中,煤层厚0.29~1.35m,平均0.70m,3个工程控制达可采厚度,点状可采率达25%,面可采率<10%;变化系数为44.20%,稳定指数为40.70%。
属零星可采不稳定薄煤层。
3、M8煤层:
产于龙潭组二段P3l2中上部,呈层状产出,距M7底部0~6.06m,煤层空间位置变化较大,局部与C7煤层合并为一层煤。
在施工的13个工程中,煤层厚0.24~1.26m,平均厚度0.64m,2个工程控制达可采厚度以上(LD147:
0.80m、QK18:
1.26m),点状可采率达15%,面可采率<10%;变化系数为39.46%,稳定指数为39.65%,属零星可采不稳定薄煤层。
4、M9煤层:
产于龙潭组二段P3l2中部,呈层状产出,在施工的27个工程中,煤层厚0.35~1.73m,平均厚度0.80m,13个工程控制达可采厚度以上,点状可采率达48%,可采点分布零星,面可采率仅为24%;变化系数为47.06%,稳定指数为37.56%,属零星可采不稳定薄煤层。
可采厚度主要沿煤层出露线浅部分布,南东部厚度相对较大,且含夹矸。
四、掘进工艺
采用钻爆法施工,梯形棚支护,9#矿工字钢和溜槽链子作为前探梁支护。
五、压风及通风
(一)压风系统
1、选用2台相同型号为GA75+PAB螺杆式压缩空压机,安装在主斜井井口20米外的空压机房内,采用φ100mm钢管往掘进工作面供风,在距迎头20米内采用1寸高压管。
2、在11材料车场和4#躲避硐内分别安设一组压风自救装置,每组压风自救袋安设6个,且每个压风自救袋供风量为0.2m3/min·人。
(二)通风系统
1、在副斜井口往下320米处安设2台型号为FBDN06.0/2×22kw的局部通风机往迎头供风,风筒为阻燃绝缘抗静电的,且距迎头不超过5米,逢环必挂,正反边锁口。
2、在距迎头180米处安设两道防突风门。
六、移动瓦斯泵安装
在回风斜井井口50米外安设一台型号为ZWY-10/18.5-G的移动瓦斯抽放泵,并且已铺设了一趟瓦斯管距11材料斜巷掘进工作面20米。
七、揭煤方法和步骤
揭煤方法:
10m外探煤→边探边掘至距煤层法线距离≥5m→
八、煤层位置控制
(一)、11材料斜巷施工至预想煤层前10m位置,在巷道迎头采用ZDY750A探水钻施工5个探煤钻孔,钻孔直径75mm,1号孔为中心孔,方位角为307°、倾角为+24°,孔深25.8米,在14根钻杆时遇到一煤层,穿层厚度约1.2米,在24根钻杆时遇到一层煤,穿层厚度约4.7米,探钻孔中瓦斯浓度约为2%,孔中涌水无明显增大;2号孔方位角为307°、倾角为+36°,孔深19.8米,在11根钻杆时遇到一煤层,穿层厚度约1.0米,在17.5根钻杆时遇到一层煤,穿层厚度约3.8米,探钻孔中瓦斯浓度约为2.3%,孔中涌水无明显增大;3号孔方位角为307°、倾角为+12°,孔深37.8米,在22根钻杆时遇到一煤层,穿层约1.7米,在35.5根钻杆时遇到一层煤,穿层厚度约6.4米,探钻孔中瓦斯浓度约为1.8%,孔中涌水无明显增大;4号孔方位角为295°、倾角为+24°,孔深26.4米,在14.5根钻杆时遇到一煤层,穿层约1.3米,在24根钻杆时遇到一层煤,穿层厚度约4.9米,探钻孔中瓦斯浓度约为1.6%,孔中涌水无明显增大;5号孔方位角为295°、倾角为+24°,孔深26.3米,在14.5根钻杆时遇到一煤层,穿层约1.3米,在23根钻杆时遇到一层煤,穿层厚度约4.8米,探钻孔中瓦斯浓度约为1.5%,孔中涌水无明显增大。
(二)、在工作面距煤层法线距离5m时,在11材料上部车场施工3个测压钻孔,钻孔直径为75mm,采用瓦斯压力测定仪测定煤层综合瓦斯压力,测压钻孔布置在岩层比较完整的地方,钻孔施工完后用聚氨酯和马丽散封口,1号孔为中心孔,方位角为307°、倾角0°,长度36.8米;2号孔方位角为307°、倾角10°,长度20.7米;3号孔方位角为307°、倾角-6°,长度60米。
测压孔终孔位置,在穿透煤层且进入煤层顶板0.5m的位置。
(三)、在工作面距煤层法线距离5m时,测定煤层瓦斯综合压力值为0.1~0.15Mp之间,可恢复掘进,但掘进实行边探边掘,使用5m探钎沿巷道倾斜方向及巷道两帮分别探测煤层距工作面距离,钎探见煤后,根据见煤距离、打眼角度及方位判断煤层距掘进工作面的距离,在工作面距煤层法线距离2m时停止掘进,进行防突考察,若无突出危险后,按刷斜面揭煤方法进行揭煤管理。
(附钎探设计图)
九、“四位一体”防突措施
(一)突出危险性预测预报
1、预测预报方法
采用测定煤层综合瓦斯压力和钻屑解析指标法进行突出危险性预测预报,使用瓦斯压力测定仪和“WTC瓦斯突出参数仪”进行测定。
2、突出危险性临界值
根据《防突规定》规定:
煤层综合瓦斯压力>0.74MPa或Smax≥6Kg.m-1或K1max≥0.5(湿煤0.4)mL.(g.min1/2)-1时,煤层具有突出危险性;只有当煤层综合瓦斯压力<0.74MP、Smax<6Kg.m-1和K1max<0.5(湿煤0.4)mL.(g.min1/2)-1时,煤层无突出危险。
3、突出危险性预测预报的具体操作
(1)、工作面距煤层最小法向距离5m前,向前方煤层施工3个直径75mm的钻孔,孔深以穿透煤层且进入煤层顶板0.5m为标准,其中:
1号孔孔口位于巷道断面正中,底板上1.4m,2号孔孔口位于巷道断面正中,距底板1.2m;3号孔孔口位于巷道断面正中,距顶板0.5m。
1号孔按水平孔施工;2号按307°方位、100倾角施工;3号孔按307°方位、-6°倾角施工。
每施工完成一个测压钻孔及时埋管、封孔、装表工作,煤层顶板至孔口间岩石段用聚氨酯和马丽散封堵严密防止泄压,测压时间以最后一个孔封孔开始测压时算起为期2天。
(2)、工作面距煤层最小法向距离2m时,采用“WTC瓦斯突出参数仪”进行钻屑解析指标法预测预报;用防突钻机在工作面布置3个直径42mm的钻孔,孔深以穿透煤层且进入煤层顶板0.5m为标准,其中:
1号孔孔口位于巷道断面正中,距底板1.4m;2号孔孔口方位321°、0°倾角,距右帮0.5m,距底板1.4m;3号孔孔口方位297°、0°倾角,距左帮0.5m,距底板1.4m。
除1号孔与巷道掘进方向平行外,2号、3号孔按其终孔点位于巷道断面两帮轮廓线外均为5.7m的位置。
2号、3号孔与掘进前进方向成14°的夹角,1号孔与巷道前进方向一致。
钻孔每打1m,测定一次钻屑量S值,每隔2m测定一次K1值,根据Smax及K1max值检验工作面的突出危险性,当K1max值或Smax值达到或超过临界值时,预测为有突出危险,当K1max值及Smax值小于临界值时,预测为无突出危险。
(3)、当预测为无突出危险时,每预测循环允许掘进进度以确保前方有不小于2m的检验孔深(在巷道轴线上的投影长度)的超前距离为标准。
当预测为有突出危险时,工作面停止掘进,采取防突措施后,再经效果检验措施有效,方可恢复掘进。
采取防突措施后,放炮后45min瓦斯≥0.8%时,必须停止掘进,并在迎头打钻孔进行抽放,待瓦斯浓度、压力在安全范围内方可继续作业。
(4)、每次钻屑解析指标法预测报告单必须及时签批并报送总工程师和矿长。
(5)、防突预测预报人员在现场操作中,当发现Smax或K1max超过规定时,必须立即通知现场掘进队跟班队长停止作业,并同时汇报矿调度室。
矿调度室接到电话后立即向有关领导(矿值班领导、总工程师、安全副矿长、生产副矿长)汇报,采取措施进行处理。
采取措施后,必须经措施效果检验,确认Smax和K1max值小于临界值后,方可恢复掘进,否则必须继续采取措施,直到效果检验的Smax和K1max值小于临界值为止。
(6)、预测预报人员必须在距工作面20m范围内的巷道帮上悬挂防突牌板,防突牌板上应填明允许掘进的距离、测定的Smax及K1max值、测定地点、测定人员、测定日期。
(7)、预测预报每次测定结束后,必须在记录本上签上姓名,此外必须由掘进队跟班区长现场监督,并在记录本上签字。
否则,测定结果视为无效。
(8)、掘进队要严格按允许掘进的距离进行施工,安全员与瓦检员进行现场监督,当发现施工单位现场超掘时,必须立即停头并向调度及通风工区汇报。
(二)、防治突出措施
1、采用迎头预抽瓦斯的方式作为防治突出措施,在工作面距煤层法线距离5m时,停止掘进作业,用ZDY750A钻机施工三个直径为75mm的钻孔,用瓦斯压力测定仪测定瓦斯压力值和进行效检,如有突出危险性,在迎头施工钻孔对煤层进行预抽瓦斯。
瓦斯抽放范围控制到巷道轮廓线外左右两方12m,顶6.5m,底3.5m,前方不小于20m的范围内,煤层内终孔间距不大于4m,钻孔穿过煤层长度不小于0.5m,孔径为75mm。
(附瓦斯抽放钻孔设计图)
2、抽率计算、效果检验及掘进:
对已连抽的钻孔,每日进行计算抽放量,钻孔抽率约为10%和残留瓦斯含量约为0.5m3/T、残留瓦斯在0.02~0.06Mpa之间。
(三)防突措施效果检验
1、当采取瓦斯抽放措施结束后,采用钻屑瓦斯解析指标法进行防突措施效果检验,以K1值和钻屑量S值作为突出危险性指标。
2、在工作面前方保留10m的抽放钻孔超前保护距和2.0m的检验孔(在巷道轴线上的投影长度)超前保护距。
3、揭煤前进行效果检验时,用防突钻机钻取煤屑进行效果检验。
4、由工作面向煤层的适当位置打5个钻孔,分别位于工作面上、中、下部及两侧。
在钻孔钻进煤层后每钻进1m采集一次孔口排出粒径1~3mm的煤钻屑,测定其瓦斯解吸指标K1和S值。
5、过煤期间的效检孔布置在煤层中,按煤层倾角在煤层中施工5个钻孔,两侧钻孔终点应落在巷道轮廓线外5m处。
6、每次效检完毕后,应严格按照给出的准掘距离掘进,严禁超掘,每循环完毕后,必须进行下一轮校检工作。
7、在打效果检验钻孔时,如果发生顶钻等动力现象,视为措施无效,有突出危险性,应该继续采取防突措施。
附:
效果检验钻孔设计布置图。
(四)、安全防护措施
1、地面放炮措施:
(1)、揭过煤期间,放炮点设在副斜井井口外20m,且不直对井口。
(2)、放炮警戒线设在以副斜井井口为中心,50m为半径外的地方,放炮时撤出矿井内所有人员到地面。
放炮揭煤时间控制在交接班时间。
(3)、严格执行放炮管理制度和综合防尘措施。
严格执行“一炮三检”、“三人联锁放炮”、“许可放炮和恢复工作”制,严格执行“三泥”装填的质量要求,放炮前后必须坚持冲洗巷帮;使用防尘喷雾,其喷雾安设在迎头后20米位置及11专用回风巷内,防尘喷雾必须封闭巷道全断面。
(4)、地面放炮所使用的放炮母线采用2.5cm2电缆,并在地面进行导通验收后方可入井敷设,放炮前爆破网路必须用导通仪进行导通检查,爆破网路必须畅通;雷管必须进行检查和验收,保证无瞎管,有锈蚀、受潮等不正常情况的雷管不得作用,雷管严禁跳段使用,并且任何两雷管电阻值之差不得超过0.1欧姆。
全部药卷要仔细检查,发现变质、空松、未满的药卷不得使用,当班炸药、雷管全部由地面炸药库检查合格,并由放炮员运下井至工作面使用。
刷斜面至揭煤工作完成使用煤矿许用三级乳化安全炸药和毫秒延时电雷管(总延时时间不超过130ms)。
(5)、地面放炮时必须设专职电工,电工负责切断和恢复该掘进工作面非本质安全电源。
揭煤期间,每天电工必须严格对电器设备进行检查,严禁电器失爆,地面放炮之前认真检查通风系统以及设施是否牢固、完善,防止放炮造成通风设施损坏而破坏供风。
(6)、地面放炮时当班班长负责撤出警戒范围内的全部人员,撤出后向调度室汇报,然后由安全员(跟班矿长)进行搜索,确认人员全部撤离后,由现场指挥向调度室汇报人员撤离工作完成。
装药工作完成后,由现场指挥向调度室汇报,矿调度室接到汇报后请示组长,组长向电工下达切断除局扇与瓦斯监控系统外非本质安全电源的命令,并由现场指挥确认后再向组长汇报,确认停电工作完成。
组长接到现场指挥断电、撤人等工作完成的信息后,向调度室下达放炮命令,然后调度室通知现场指挥实施放炮作业。
放炮撤人路线:
由瓦检员和当班班组长,现场指挥小组成员一起,将井下所有人员撤出至地面警戒线外,然后由安全员在放炮点设岗,所有岗哨设好后向现场指挥汇报岗哨设好。
(7)、地面放炮时救护小分队在放炮地点值班待命,放炮45min后由救护队员带机入井检查,确认瓦斯不超过0.8%,无安全威胁后,恢复作业。
2、压风自救系统:
安装压风自救系统,压风自救系统必须完好有效,从迎头往回每个躲避硐内安设一组压风自救装置,最后一组距迎头距离控制在30m处;且每组压风自救不得少于8个减压阀。
3、隔离式(化学氧)自救器
所有入井人员必须携带隔离式自救器,并熟知自救器的使用方法,并由救护队在班前会前组织施工人员学习培训合格后方可下井施工。
4、所有施工人员必须熟悉并掌握突出预兆,一旦发现下列情况之一应立即按避灾路线撤出人员:
有声预兆:
出现霹雳声、闷雷声、嘶嘶声、煤矸开裂声、机枪声、响煤炮声,声音由远到近,由小到大,长短不一,有短暂的、连续的、间隔的,煤壁发生震动和冲击,顶板来压、支架发出折裂声等。
无声预兆:
工作面顶板压力增大、煤壁被挤碎片帮、顶板掉渣、下沉或底板鼓起;煤层层理紊乱、煤质暗淡无光泽;煤质变软;CH4、CO2浓度忽大忽小,气温异常,打钻时有顶钻、卡钻、夹钻、喷煤、喷瓦斯等现象。
5、若迎头瓦斯变化异常或巷壁有压力显现,垮落掉渣严重时,必须立即停止作业,立即将所有人员撤出至地面,切断除局扇电源外的所有电源,将11材料斜巷设立为禁区,并立即向调度室汇报。
6、开始边探边掘时,特别应加强敲帮问顶和支护工作,若发现巷顶岩石变得破碎,可能出现垮落时,加强临时支护,并且缩短棚间距。
7、煤层揭开恢复工作后,防突工必须首先对揭露的煤层前方、上方、下方和两帮实施突出危险性预测,经过预测后K1最大值在0.5ml/g.min1/2以下,每m钻屑量最大值在6.0Kg以下时,确认无突出危险后采用全断面放炮;预测有突出危险时继续打瓦斯抽放钻孔进行瓦斯抽放,然后再进行效果检验,直至措施效果检验有效确认无突出危险时采用全断面放炮。
如该过程中煤层垮冒过高时必须立即停止作业,待制定专门措施后方可继续掘进。
8、揭过煤期间,前探梁和临时支护必须紧跟迎头,用木料材料与顶板接实,防止冒顶,巷道围岩较稳定时每个循环进尺不得超过1.0m,巷道顶板破碎时必须采用短掘短支方式。
每次放炮后,必须先进行敲帮问顶,按作业规程规定进行前移前探梁,再架棚进行永久支护,防止空顶作业或因空顶时间较长而引起冒落。
9、防突水管理:
揭开后,如发现水量、水压等有变化时(增大)必须立即停止作业,撤出人员至安全地点并向调度室汇报,待采取措施后方可恢复作业。
10、揭过煤期间必须使用人工出矸,严禁使用耙装机等机械化设备,过煤期间严禁使用风镐刷帮和卧底。
11、设立禁区前必须将井下剩余的雷管、炸药由放炮员运送至炸药库,待恢复工作后方可领用。
火工品运送严格按《煤矿安全规程》之规定执行。
12、瓦检员必须随时检查瓦斯,观察突出预兆、瓦斯超限及异常时,施工人员要按避灾路线撤出,由当班电工切断迎头及回风流中的所有非本质安全型电源,并向调度室及揭煤领导小组汇报后再进行处理。
13、坚持湿式打眼,严禁干打眼,使用好水炮泥,炮前、炮后要喷雾降尘;出矸时洒水降尘冲洗岩帮粉尘。
14、放炮前必须对迎头20m范围冲洗一次,每天对迎头退回100m内的巷道冲洗一次。
十、施工安全技术措施
(一)、揭煤放炮前的撤人、停电、设岗及准备工作
1、撤人范围:
矿井井下所有人员(包括井口检身房及绞车工)
2、停电范围:
井下所有非本质安全型用电设备。
3、设岗及撤岗。
4、撤人、设岗及放炮
调度室接到撤人、站岗及停电情况汇报后,方可下达放炮命令。
再由班长通知瓦斯检查员、放炮员按“三人连锁”放炮制度进行放炮。
B、撤人站岗时,站岗人员必须坚守岗位,没有得到班长许可,不得擅自离岗。
C、放炮地点设在地面副斜井井口右侧外20米,且不直对井口。
炮响至少45min后,先由班长、放炮员、安全员、瓦斯检查员进入施工巷道内检查安全情况,在进入巷道口时,必须先检查瓦斯,瓦斯浓度在0.8%以下时,方可进入施工巷道内。
D.警戒人员必须坚守岗位,在没接到揭煤领导小组组长撤岗通知前严禁撤岗(详见揭煤放炮警戒图)。
E.揭煤炮响后,监控室应随时查看监控屏幕上监控探头显示是否正常,介于揭煤距离过远,瓦斯监控不能及时显示工作面瓦斯情况,揭煤炮响过45小时后,由揭煤领导小组组长通知救护队员到工作面侦查迎头情况,经侦查无异常情况,由现场救护队小队长电话汇报调度室,调度室接到汇报后,立即向揭煤领导小组组长汇报后,由揭煤领导小组组长下达撤岗命令,通知本循环揭煤炮工作结束,方可撤岗。
4、停、送电工作由揭煤指挥小组统一指挥,机电矿长赵院生具体负责,必须严格执行专人停送电制度。
停送电及撤人、警戒工作的现场负责人必须严格按照本措施规定执行,在本措施上签字备案。
撤人、警戒人员安排由生产矿长唐勇负责监督落实,停、送电工作由机电队长王重华负责。
5、炮前炮后要对工作面20m范围内进行洒水降尘,并对掘进工作面的粉尘进行冲洗,防止粉尘堆积和飞扬。
(二)、通风、防尘及监测监控系统
1、通风采用局部通风机对工作面供风,风量必须满足需要,风速必须合符规定,如一台局部通风机风机不能满足通风需要时,加设一台局部通风机风机对工作面供风,使用φ600mm柔性风筒连接至工作面和风机,(见通风系统图及放炮站岗位置——附图)。
2、必须保证风流、通风系统稳定可靠。
在风机上加装防逆流装置,防止揭煤突出时风机受损。
3、必须严格执行“三专两闭锁”,双风机双电源等规定,每天由电工对“三专两闭锁”情况进行检查,如不完善,必须立即处理,否则不能进行揭煤工作。
4、瓦斯监测监控系统必须保证完好。
放炮前,只有调度室主机反映的瓦斯传感器显示值、瓦检员检查的工作面及回风流中瓦斯浓度在0.8%以下时,才能下达放炮命令。
5、放揭煤炮时,由电工杨光胜负责停、送电工作,停电范围为该掘进工作面所有非本质安全型电源。
6、施工人员在施工过程中如听见瓦斯超限报警声响,必须立即停止工作,人员撤至地面,汇报调度室,调度室及时通知机电部门切断井下动力电源;放炮时,派专人监视监控系统主机显示屏上的瓦斯动态,发现异常及时汇报领导及通知相关人员分析原因并通知施工单位采取处理措施。
7、风筒吊挂平直,接头必须反边,风筒漏风处必须及时修补,风筒出口距工作面不得大于5m,揭煤期间必须保证足够的风量,备用风机保证完好。
(三)、揭煤放炮
1、揭煤前4小时,由跟班矿长负责汇报矿调度室,再由调度室通知相关人员与救护队跟班人员到现场参加揭煤。
2、采用地面放炮,起爆点设在副斜井井口右侧外20m,且不直对井口。
3、正向装药,串联全断面一次起爆。
(四)、顶板管理
1、揭过煤期间,每次爆破后由施工队长组织对工作面支护情况进行一次全面检查,只有支护完好,达到揭过煤要求后方可进行下一轮揭过煤工作。
2、严格按设计要求对巷道顶帮进行支护,支护质量必须一次性达到合格,若出现不合格的必须重新返工直至合格。
3、前探梁必须紧跟迎头,且加强临时支护,严禁空顶作业。
4、严格执行“敲帮问顶”制度,活矸、悬矸及时找净,严防掉矸、片帮伤人。
5、在揭煤前必须检查揭煤地点的支护情况,支护要牢固、可靠,保证有效。
6、棚间距为800×800mm,严禁棚腿坐落在浮矸上,棚脚必须穿鞋,并且用木料将顶帮背实背牢。
7、过煤层时,从工作面底板距煤层法线距离2m开始至工作面顶板距煤层法线距离2m时止棚间距缩小为0.4m进行支护。
8、如果揭过煤层时顶板垮落严重,形成了较大体积的跨空区,不但影响了施工
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- 11 材料 斜巷揭煤 安全技术 措施