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第四章瓦斯灾害防治
第四章瓦斯灾害防治
第一节瓦斯
一、矿井的瓦斯含量
1、地质报告及邻近生产矿井瓦斯资料
根据贵州蒙特资源勘查开发有限公司提交的《贵州省黔西煤矿区桂箐煤矿750米标高以上地段勘探地质报告》的鉴定结果,M9煤层瓦斯含量0.58~17.61ml/g.r,一般总瓦斯含量多在10ml/g.r以上,瓦斯含量最高地带在ZK803孔至ZK1002孔一带,属龙盖背斜轴部,隆起近倾没端的部位,说明背斜轴部隆起地段CH4含量相对浓集,因此本井田瓦斯较高。
另桂箐矿井在2006年5月16日在主斜井穿过M9号煤层掘进过程中,发生煤与瓦斯突出事故,根据《煤矿安全规程》2006版第176条的规定,该矿井为煤与瓦斯突出矿井。
另据相邻生产矿井青龙煤矿(已作了煤与瓦斯突出鉴定)的瓦斯资料,瓦斯含量5.23~20.54m3/t.r,本次设计以青龙煤矿突出鉴定最高瓦斯含量20.54m3/t.r作为设计依据。
桂箐矿井瓦斯分析结果统计见表4—1—1。
表4—1—1桂箐矿井瓦斯分析结果统计表
煤层号
样品号
各钻孔的
见煤标高(m)
成分
ml/g.r
M9
ZK202WS
+828.10
CH4
13.45
M9
ZK501
+1138.18
CH4
3.7
M9
ZK602
+1003.85
CH4
5.4
M9
ZK603
+948.91
CH4
0.58
M9
ZK604
+913.65
CH4
0.58
M9
ZK702
+966.89
CH4
7.88
M9
ZK704
+922.49
CH4
10.33
M9
ZK803
+931.72
CH4
17.61
M9
ZK804
+927.64
CH4
8.03
M9
ZK1002
+853.06
CH4
10.66
M9
ZK1202
+703.53
CH4
12.82
M1
ZK603
+1015.80
CH4
6.09
青龙矿井首采区钻孔瓦斯含量统计见表4—1—2。
表4—1—2青龙矿井首采区钻孔瓦斯含量统计表
钻孔号
M16煤层
M18煤层
标高
瓦斯含量
(m3/t.r)
标高
瓦斯含量
(m3/t.r)
ZK101
+1070.51
10.55
ZK102
+896.15
20.54
ZK103
+1018.19
11.59
+1055.55
6.58
ZK301
+1177.95
12.37
ZK303
+1165.67
14.48
+1117.29
12.05
ZK401
+1192.62
15.15
+1157.03
18.22
ZK402
+1253.15
11.67
+1219.32
17.47
ZK403
+1225.21
10.46
+1166.55
15.15
ZK503
+1195.36
14.90
+1170.31
13.98
ZK601
+1197.18
12.63
+1211.87
5.23
ZK602
+1138.70
9.09
ZK603
+1166.86
12.67
+1150.25
12.87
井田内瓦斯在煤层中的赋存形式一般以吸着状态为主,占总体积的65%左右;游离状态的占35%左右。
随着埋藏深度的增加,瓦斯含量相应增加,在相同的埋藏条件下,煤层的瓦斯含量没有明显的差异。
2、煤炭科学研究总院抚顺分院和贵州省矿山安全科学研究院2007年2月提供的《贵州黔西桂箐煤炭开发有限公司桂箐煤矿M9煤层突出危险性鉴定及瓦斯基本参数测试技术报告》资料:
技术报告采用直接法和间接法测定了煤层瓦斯含量,其中直接法测定煤层瓦斯含量即是利用煤层钻孔采集煤体煤芯,用解吸法直接测定煤层瓦斯解吸量;间接法测定煤层瓦斯含量,即是利用测定煤层瓦斯压力、煤层a、b吸附常数值通过计算确定,计算值为测定煤层瓦斯压力处的煤层瓦斯含量。
直接法和间接法测得各煤层瓦斯含量结果见表4—1—3。
二、瓦斯风化带
根据地质报告提供的瓦斯资料,能利用的14个钻孔的瓦斯资料表明:
如以850m标
表4—1—3煤层瓦斯压力和瓦斯含量测定结果表
测定煤层
测试地点
测试标高
(m)
瓦斯压力(MPa)
瓦斯含量(m3/t.r)
直接法
间接法
直接法
间接法
M9
主斜井1093m
+896
0.48
10.826
主斜井1093m
+894.2
0.43
9.954
副斜井落平点130m
+872.1
0.38
0.59
12.533
9.036
副斜井落平点130m
+868.5
0.22
5.729
+1019回风石门125m
+1032
0.32
0.39
9.991
7.865
850m标高以深地带主要为CH4带。
但由于地质报告资料无法较准确地确定瓦斯风化带的深度。
因此,建议矿井进一步加大对瓦斯情况的勘查,以便确定瓦斯风化带的深度。
三、煤层瓦斯透气性参数
根据煤科总院抚顺分院、贵州省矿山安全科学研究院2007年2月提交的《贵州黔西桂箐煤炭开发有限公司桂箐煤矿瓦斯基本参数测试及突出危险性鉴定技术报告》,M9号煤层煤层透气性系数为0.062~0.125m2/(MPa2·d)<0.1m2/MPa2·d,钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0944~0.0952d-1>0.05d-1,属于较难抽放煤层。
四、煤层瓦斯含量及分析
根据贵州蒙特资源勘查开发有限公司2004年11月提交的《贵州省黔西煤矿区桂箐煤矿750米标高以上地段勘探地质报告》,井田地勘煤层瓦斯含量详见表4-1-1,M9煤层的瓦斯含量与煤层赋存标高的关系详见图4-1-1。
从图4-1-1可看出:
除ZK603、ZK604钻孔不正常外,其它各点大致分布在一条直线上。
在不考虑ZK501、ZK603、ZK604、ZK802、ZK803、ZK1202六个钻孔所测定的煤层瓦斯含量与煤层埋藏深度所组成的点时,其它各点所组成的煤层瓦斯含量与煤层赋存深度关系详见图4-1-2。
从图4-1-1可看出:
除ZK501、ZK603、ZK604、ZK802、ZK803、ZK1202六个钻孔所测定的煤层瓦斯含量与煤层离地表高度所组成的点外,其它各点大致分布在一条直线上。
在不考虑ZK501、ZK603、ZK604、ZK802、ZK803、ZK1202六个钻孔所测定的煤层瓦斯含量与煤层埋藏深度所组成的点时,其它各点所组成的煤层瓦斯含量与煤层赋存深度关系详见图4-1-2。
图4-1-1M9煤层地勘瓦斯含量与埋深关系图
图4-1-2M9煤层地勘瓦斯含量与埋深拟合直线关系图
五、煤与瓦斯突出
2006年5月16日桂箐矿井建井在主斜井穿过M9号煤层掘进过程中,发生煤与瓦斯突出事故,突出煤量378t,突出瓦斯量5万立方,导致8人死亡。
为此贵州黔西桂箐煤炭开发有限公司委托煤炭科学研究总院抚顺分院和贵州省矿山安全科学研究院进行桂箐矿井M9煤层的煤与瓦斯突出鉴定,经鉴定桂箐矿井M9煤层为煤与瓦斯突出煤层。
因此本矿井属于煤与瓦斯突出矿井。
六、瓦斯基础资料可靠性评价
本安全专篇修改所依据的瓦斯资料来自于井田勘探地质报告和煤炭科学研究总院抚顺分院和贵州省矿山安全科学研究院提供的测定资料两个方面,其基础资料基本上是可靠的。
但限于取样的局限性和测试的误差以及瓦斯赋存的不均匀性等因素,生产过程中需进一步测定有关参数,特别是在瓦斯抽放过程中测量、收集有关数据,积累经验,及时调整和完善治理瓦斯措施。
第二节防爆措施
一、开拓系统、煤层开采顺序对矿井瓦斯涌出的影响
桂箐矿井采用反斜井开拓方式,主斜井、副斜井沿煤系地层顶板从永宁镇灰岩开口反向穿过九级滩、玉龙山、沙堡湾地层进入煤系,在+890m标高落平后经运输石门、井底车场、轨道石门揭M9号煤层。
11采区运输上山、轨道上山、回风上山布置在M9号煤层底板龙潭组中,采用锚喷支护。
全井田划分为一个水平,上、下山开拓。
矿井共划分为四个采区,分别为11采区、12采区、21采区、22采区,其中11采区为首采区。
11采区利用主、副井筒作为采区的运输,布置一条回风斜井来满足11采区通风的需求,通过+965回风石门与11采区回风上山相连对11采区煤层进行回采。
在M9号煤层底板岩石中布置三条采区上山,分别担负煤炭运输、进风、材料运输和回风,形成运输巷、回风巷各自相对独立系统,增加矿井的安全系数。
工作面运输顺槽和回风顺槽沿煤层走向布置,巷道采用“W”型钢带锚杆支护,局部采用“锚网+钢带”支护。
本矿井为单一煤层开采,在单一煤层中,采用先近后远,先浅后深的开采顺序开采M9号煤层,在M9号煤层底板布置集中岩石抽放巷。
矿井采用走向长壁后退式采煤方法,在开采中厚煤层选用综采机械化设备采煤,采用全部垮落法管理顶板。
另外,在11采区设计采用高、低压两套瓦斯抽放系统。
11采区在M9号煤层底板布置瓦斯抽放巷进行高负压瓦斯抽放,在M9号煤层采空区埋管负责低负压瓦斯抽放。
综上所述,矿井采用斜井开拓,主要采区巷道均布置在岩层中,采用先近后远,先浅后深的开采顺序开采M9号煤层,采煤工作面采用综采设备,连续落煤,快采快运,有利于减少瓦斯涌出。
另外高、低负压瓦斯抽放系统分别对采掘工作面进行预抽,必要时可根据自燃发火期采用采空区埋管抽放瓦斯,将大大降低瓦斯灾害风险。
二、通风系统对矿井瓦斯积聚的影响
1、矿井通风系统
矿井采用分区式通风方式,通风方法为抽出式,多井进风,各采区风井回风。
11采区地面通风机房配以FBCDZ54-8-№26型轴流式通风机2台(1台工作,1台备用)。
回采工作面和掘进工作面均为独立通风系统。
回采工作面采用“U”型通风方式,新鲜风流由副斜井(主斜井)进入、经井底车场、11采区运输石门、轨道石门、11采区运输上山、轨道上山进入11191运输顺槽,新鲜风流冲洗工作面,乏风经11191回风顺槽进入+1019回风石门、回风斜井排至地面。
该通风方式结构较为简单,施工、维修量小,工作面漏风量小,风流稳定,易于管理,但上隅角瓦斯容易超限。
因此要注意对工作面上隅角瓦斯浓度的监测和管理。
掘进工作面用局部扇风机压入式通风,通风系统可靠,风流稳定。
在通风系统中设置有双向风门、单向风门、调节风门以及用于反风的预设的常开风门,在某地段瓦斯局部积聚时,可以通过调节风门,增大瓦斯积聚地段的风量,减小瓦斯局部积聚的可能性;11采区通风容易时期等积孔为3.04m2,通风困难时期等积孔为2.92m2,通风难易程度属于容易,从通风难易程度来看,通风系统较为合理,再辅以瓦斯抽放等方法,采区的通风能将井下涌出的瓦斯稀释到《煤矿安全规程》允许的安全浓度以下,通风系统能够保证采区的生产安全。
2、井巷各作业点的风量、风速
《煤矿安全规程》规定在采掘工作面进风流中,氧气浓度不低于20%,二氧化碳浓度不超过0.5%,有害气体的浓度不超过表4—2—1的规定。
表4—2—1 矿井有害气体最高允许浓度
名称
最高允许浓度(%)
一氧化碳CO
0.0024
氧化氮(换算成二氧化氮NO2)
0.00025
二氧化硫SO2
0.0005
硫化氢H2S
0.00066
氨NH3
0.004
经通风网络解算,矿井各作业点均有足够的风量和合适的风速,见表4—2—2,其污风均汇集到回风巷道中,保证各用风点的进风均为新鲜风流,防止了循环风的产生;各条巷道的风速,满足《煤矿安全规程》第一百零一条的规定,保证各用风点涌出的瓦斯和有害气体被稀释到规定的浓度以下,并被风排走。
三、防止瓦斯爆炸的措施
本矿井采用综采采煤工艺,井田煤层瓦斯含量高且赋存不均衡,矿井生产期间瓦斯涌出量大,因此,必须贯彻“安全第一、预防为主”和瓦斯治理“先抽后采(掘)、监测监控、以风定产”的方针,遵循“预防为主,综合治理”的原则,坚持“可保尽保、应抽尽抽、先抽后采、煤气共采”的原则,以防瓦斯聚集,发生瓦斯爆炸。
设计中采取了有针对性的防治措施。
矿井在基建、生产过程中必须严格执行《煤矿安全规程》及其它有关法律、法规、规程、规范中关于防治瓦斯的有关规定。
表4—2—2 11采区主要巷道风速表
序号
巷道名称
风量(m3/s)
风速(m/s)
1
副斜井
72
5.5
2
11采区轨道石门
72
6.0
3
11采区轨道上山
64
5.2
4
111进风运料斜巷
63
5.8
5
11191运输顺槽
35
3.0
11191工作面开切眼
35
3.5
6
11191回风顺槽
35
3.5
7
11采区回风上山
113
7.5
7
+965总回风石门
117
7.7
8
回风斜井
117
7.7
9
引风道
117
8.6
(一)加强安全培训
依据国家局安全生产监督管理总局颁发的《煤矿安全培训监督检查办法(试行)》的通知(煤矿字[2005]135号)和国家局等7个部委颁发的《关于加强家民工安全培训工作的意见》(安监总培训[2006]228号文)的具体要求,加强职工安全培训,提高职工专业素质和责任心,增加突出防治知识的教育教育培训。
每年必须对矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量进行鉴定,并上报上级管理部门审批,生产期间须进行瓦斯观测,分析瓦斯涌出规律,对瓦斯涌出进行预测,并采取有针对性的措施,严格执行《煤矿安全规程》(2006)《防治煤与瓦斯突出细则》及它有关法律、法规、规程、规范中关于防治瓦斯的有关规定。
(二)防止瓦斯爆炸的措施
瓦斯爆炸主要是指当瓦斯达到一定的浓度时,若遇上火源,即可能发生爆炸,因此,防止瓦斯爆炸措施,实际上就是降低风流中瓦斯浓度,使其达不到爆炸浓度,另一方面就是消除火源。
1、加强通风系统管理
合理的通风系统,巷道中风速适中。
通风既能将涌出的瓦斯稀释排走,又能及时地将空气中的浮尘带走,同时不会将落尘重新扬起。
根据本矿瓦斯涌出的特点,矿井在生产期间须有针对性的防治,并采用下列措施:
(1)严格掌握风量分配,加强通风管理,保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。
生产中严格制定管理制度,设专职瓦斯检查员,对工作地点经常进行各种有害气体和风量测定,采空区、风门、风筒要有防止漏风的措施。
(2)建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统,可靠地预防和控制瓦斯事故的发生。
(3)在采掘工作面、回风石门及与其相互连接的工作面运输顺槽、回风顺槽中设置瓦斯超限警报仪,监测风流中的瓦斯含量,并将信息及时传送到地面控制室。
在工作地点设置瓦斯断电仪,当瓦斯含量超限时及时自动切断电源。
(4)备用工作面,必须供风,临时停工的地点,不得停风。
(5)加强管理,防止瓦斯事故的发生。
(6)在回采工作面上隅角附近设置一道木板隔墙或帆布风障,迫使一部分风流清洗上隅角,防止瓦斯集聚。
(7)加强对通风设备、设施的管理,经常检查维修,保证设备、设施一直处于良好运行状态。
(8)经常进行各用风地点风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定,使之符合《煤矿安全规程》的要求。
(9)矿井通风系统中设置控制风流的风门、密闭、挡风墙、调节风门、风筒、风幛、挡板等通风设施,保证风路畅通和通风系统的安全可靠。
(10)主要进回风巷道之间的联络巷设置两道联锁的正向风门和两道反向风门,为矿井和采区工作面反风创造条件。
(11)在采区回风斜井井口装设防爆门,保护主通风机。
(12)采区主通风机装备2台,1台工作、1台备用,均采用双回路供电,主通风机反风风量不少于正常风量的40%。
(13)井下火药发放硐室、采区变电所、机车充电硐室等硐室设专用回风道,回风风流直接引入主要回风道。
(14)各采区、各掘进工作面均设有独立的进回风系统,并设有隔爆水棚及自动抑爆装置互相隔离。
(15)井下泵房、泵房变电所、消防材料库、等候硐室等均设在新鲜风流中。
(16)在主要风巷中,均建立测风站,测风站设置必须符合《煤矿安全规程》的要求。
(17)及时对采空区及废弃巷道进行封闭,并根据有关规定及具体情况定期检查。
(18)采区回风巷和采掘工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%时或CO2浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。
(19)矿井回风斜井和回风石门瓦斯或CO2浓度超过0.75%时,必须立即查明原因,采取措施,进行处理。
(20)不得使用1台局部通风机同时向2个工作的掘进工作面供风,且局部通风机不得停风,因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。
恢复通风前,必须检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可开启局部通风机。
(21)在硐室深度不超过6m,入口宽度不得少于1.5m而无瓦斯涌出时,可采用扩散通风。
(22)严禁在停风或瓦斯超限区域内作业。
2、加强瓦斯抽放
矿井必须先抽后采,加大采面抽放力度,防止煤层瓦斯集聚涌出。
(1)根据《煤矿安全规程》的要求,当预测一个采煤工作面的绝对瓦斯大于5m3/min或一个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量大于3m3/min或矿井绝对瓦斯涌出量大于或等于40m3/min时或开采有煤与瓦斯突出危险煤层的,矿井必须进行瓦斯预抽放,先抽后采,加大采面抽放力度,防止煤层瓦斯集聚涌出。
(2)本矿井为煤与瓦斯突出矿井,开采单一煤层M9煤层,在开采M9号煤层时,上邻近煤层有M1、M5煤层,下邻近煤层有M14煤层和一些不可采煤线瓦斯涌出工作面,设计采取瓦斯综合抽放治理措施,瓦斯的抽放须编制专门的抽放设计,并严格执行有关安全规程、规范。
①底板集中瓦斯抽放巷钻场抽放:
根据矿井开拓布置,矿井11采区开采M9煤层,设计将瓦斯抽放巷布置在M9煤层底板岩石中,采用高负压抽放,可以预抽M9煤层的瓦斯以及其它煤线的瓦斯,目前是解决煤层掘进巷道瓦斯及回采面瓦斯超限的有效方法。
②根据底板集中瓦斯抽放巷对M9煤层预抽效果,再考虑是否布置顺层钻孔,预抽采用高负压抽放本煤层瓦斯,即在综采工作面运输顺槽与回风顺槽布置钻场预抽本煤层瓦斯。
(3)矿井地面永久抽放系统须在井下生产系统形成以前建立,矿井移交生产时须对开采煤层M9煤层瓦斯进行预抽(底板集中瓦斯抽放巷抽放),预抽具体时间根据揭煤后所测得的煤层透气性系数、瓦斯含量等瓦斯参数后再确定,一般3~6个月。
但预抽的效果必须使所开采的煤层的原始瓦斯含量降低20~30%左右(不包括煤层的残存瓦斯量)。
3、防止瓦斯超限和积聚措施
本矿井主采煤层瓦斯含量高,引起采掘巷道瓦斯超限的原因主要有通风不良,其次是发生瓦斯局部积聚或瓦斯突然涌出,采取的措施如下:
(1)防止掘进巷道瓦斯积聚
在巷道掘进中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚,回风巷矸石带附近的积聚,在报废的风巷和采空区联接处积聚,钻孔中和打钻时的孔口附近积聚,防止瓦斯积聚除采取独立通风外,尚需采取以下措施:
消除巷道顶板附近和支架附近洞中瓦斯积聚的措施主要有:
a、增加风量,增大风速,正常情况下使顶板风速不少于0.5m/s。
b、当风速不能满足要求时,在靠瓦斯涌出区段,局部增加风速,采用帆布风幛,靠顶板挂倾斜档板,安装水动引射器等方法,局部提高风速。
c、巷道掘进时,采用光面爆破,对超挖部分以不燃材料填实,不留空洞。
报废的风巷和采空区联接处主要采取及时封闭的措施,需重新启用时必须按有关规定先加强通风,确定瓦斯不超限后才可进人。
煤层巷道掘进采取瓦斯预抽放。
打钻时的孔口附近瓦斯积聚采取增加供风量;在巷道中设置风幛、倾斜档板、喷射器等,以增加钻孔孔口附近的风速;如钻孔孔口瓦斯涌出量很大时,应在孔口安设专门的密封装置,并把瓦斯引入回风流中。
掘进工作面局部通风机设置在进风侧新鲜风流处,防止产生循环风。
风筒出风口应随工作面掘进及时移动,确保掘进工作面有足够的风量,且局部通风机必须采用双电源供电。
(2)防止回采工作面瓦斯积聚
矿井移交初期为尽快取得相关瓦斯原始参数和瓦斯抽放参数(不考虑工作面产量大小),矿井投产时11采区开采M9煤层,工作面采用“U”型通风方式,一进一回全部陷落法管理顶板。
工作面保证独立通风,保证风量和风速符合《煤矿安全规程》的规定。
在工作面上隅角附近设置一道木板隔墙或抗静电帆布风幛,迫使一部分风流清洗上隅角,防止瓦斯积聚。
工作面进行瓦斯预抽放、下邻近层瓦斯抽放。
生产期间如瓦斯抽放效果不明显,应增设煤层底板瓦斯抽放措施,增加工作面预抽时间,确保矿井安全生产。
(3)防止其它巷道瓦斯积聚的措施
独头巷道扩散通风距离不超过6m,巷道宽度不得少于1.5m,巷道不得有瓦斯涌出,并经常检查瓦斯是否超限。
所有巷道风速必须符合《煤矿安全规程》的规定。
对已报废的巷道和不用的巷道或硐室或其中一部分必须及时封闭,并设警示标志,经常检查密闭效果。
加强井底煤仓、采区煤仓、溜煤眼上下口的通风,以稀解瓦斯等有害气体,如井下煤仓有两个放煤口,必须轮换使用,防止放煤口上方瓦斯积聚。
4、消除引燃瓦斯爆炸火源的措施及杜绝火源措施
(1)井下设备均采用防爆型,弱电设施为本安型,生产过程中要加强机械和电器设备的管理,防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引起瓦斯爆炸。
(2)必须使用安全炸药,采用水泥炮,在放炮前后仔细检查瓦斯浓度,瓦斯浓度达到1%时,严禁装药爆破。
(3)巷道所用风幛必须用不透气、抗静电、不延燃、耐撕裂的材料制造,以防静电引起火花引发瓦斯爆炸。
(4)井口、通风机房周围20m范围内严禁烟火和用火炉取暖。
(5)井下严禁使用灯泡或电炉取暖。
(6)井下和井口房不得从事电焊、气焊和喷焊等工作,如果必须在井下主要硐室、主要进风巷和井口房进行电焊、气焊和喷焊等工作,每次必须制定安全措施。
并遵守下列规定,方可进行作业。
①指定专人在场检查和监督。
②电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各10m的井巷范围内,应是不燃性材料支护,并应有供水管路,有专人负责喷水。
上述工作地点应至少备有2个灭火器。
③在井口房、井筒和倾斜巷道内进行各类焊接作业时,必须在工作地点下方用不燃性材料设施接受火星。
④电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中,瓦斯浓度不得超过0.5%,只有在检查证明作业地点附近20m范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时,方可进行作业。
⑤电焊、气焊和喷灯焊接等工作作业完毕后,工作地点应再次用水喷洒,并应有专人在工作地点检查1h,发现异状,立即处理。
⑥因本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计,在进行电焊、气焊和喷灯焊接时,必须停止突出危险区内的一切工作。
⑦煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中,不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。
(7)严禁在井下修理矿灯。
(8)井下工人必须严格遵守《煤矿安全规程》及各工种有关规定。
(9)采用湿式打眼,防止火花产生。
(10)井下各供电系统采用中性点不接地系统,在采区变电所、配电点及各机电硐室等处均设置局部接地极,通过接地线、电缆铠外皮及接地芯线将上述地极接成一完整接地网,该网的任一处接地电阻均不得大于2Ω。
井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。
(11)各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均严格按《煤矿安全规程》及有关工种的相关规定执行。
(12)加强井下电气设备及机械设备的维护管理。
(13)采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止使用电钻打眼及一切施工。
对因规定瓦斯浓度超限切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1%以下
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- 第四 瓦斯 灾害 防治