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煤矿高位钻场施工安全技术措施
一、概述为保证综放工作面安全生产,高位钻孔抽放工作面采空区上部裂2ZW11隙带瓦斯,经矿研究决定施工回风顺槽高位巷为保证施工安全2ZW112#与质量制定如下安全技术措施
二、技术要求、巷道概述1高位巷从向外处开口施工,开口按上山施工揭露中2#1#50m+5015m,大槽顶板后,进顶板岩层施工停头5m
2、巷道规格+50°x
2.6m锚杆支护,采用(pl8mm的钢筋锚杆支护,顶板铺金属网,形成矩形断面净宽净高〔断面支护见附图)
2.4m,
2.6m O矩形规格,顶板铺网,采用的锚杆支护x
2.6m cpl8mm、支护形式及要求3煤巷锚杆间排拒顶帮铺金属网800mm,进顶板岩层施工锚杆间排拒顶板铺金属网1000mm,、严格按技术科所给的中腰线施工4
三、施工工艺
(二)支护质量标准保证项目1巷道支护技术要求符合制定和作业规程2支护材料及配件的材料、品种、规格强度符合制定要求允许偏差项目检验项目制定值允许偏差1锚杆间距800锚索孔距±100,±1502锚杆排距800锚索孔距±100,±1503锚杆深度1750锚索+0-50,82004锚杆外露长度50505锚杆方向与井巷轮廓线角度90°15°6托板是否紧贴紧贴
(三)、锚杆安装工艺、打锚杆眼1打锚杆眼前要敲帮问顶,排除危石按间排距定出眼位,做出标记,打好眼后并将眼内岩粉和积水等杂物吹干净顶板打锚杆眼采用型液压锚杆〔索)钻机配合中空六方MYT-120/320III接长式钻杆和(钻头湿式打眼(顶板打锚杆眼参照特殊支护中打锚p28mm索眼工艺)、安注锚杆2安装锚杆前应检查锚杆眼孔质量〔深度、角度不小于、间1750mm75排距)及锚杆构件是否符合要求,锚固剂是否硬化、过期、损800x800mm坏等已过期、发硬的锚固剂严禁使用,待一切符合要求时开始安装安装时,锚杆杆尾安装在搅拌器上,把锚固剂(型卷〕推入眼底,然CK23352后启动搅拌器搅拌锚固剂,搅拌应连续进行,不得中断,搅拌时间为15±5S,搅完后即将在眼口将杆体楔牢,防止固化过程中杆体发生位移待锚固剂固化后,再上托板、同时铺网拧螺母,托板紧贴岩面,螺母必须用扭距扳手拧紧,拧紧力矩不小于上托板、拧螺母的同时铺网联网上钢带,网铺100N m,平、铺展,锚网压接不小于每隔用号铁丝进行人100mm,200〜300mm,14工联网,两扣一联
七、后路运输安全技术措施、各绞车必须安装在顶板完整、支架完好、通风优良地点,并座1于实底,绞车安装固定后最特殊部位距轨道不少于
0.7m、绞车均采用地锚固定
①、绞车先后底脚各打根
①义罗纹2418mm
1.8m锚杆(不少于根),每根锚杆配根型树脂药卷,上齐压板螺82MSZ2835丝,压板规格为长宽x高钢板;使用双螺母固定x=300mmxl00mmx20mm坚固可靠锚杆的外露长度不超过每一个压块上两个螺母将
0.15m M20压杠拧紧,锚杆要垂直于底板打设,每根锚杆的锚固力不低于使用30MPa,前单位安排专人检查绞车固定状况
②、假设底板松软,锚杆锚固力达不到上述要求时,打四压两俄木支柱,圆木直径不小于压支柱打在绞车先18cm,后底脚柱窝内,先后各两根,两根俄支柱能住底座,与底板呈60〜70角,柱头要有柱窝,柱窝深度以上
0.3m、绞车接线由专职电工负责,严禁带电接线各绞车安装固定好后必须3进行试车,确认无问题后方可投入使用、绞车司机必须持证上岗,开车前先检查压俄支柱、地锚、钢丝绳、手4把及各种安全设施的可靠性,有问题必须先处理再开车、绞车司机必须精力集中严格按信号开车,信号不清时,应通过5回头铃发送反问信号,确认得到准确信号后,方可开车、绞车运行中要随时注意前方有无障碍物和人员走动,注意钢丝绳6运行和罗列状况,注意绞车的运转状况等,发现异常要即将停车处理、长期停车,绞车开关必须停电闭锁
7、绞车运行中严禁用手或者脚排绳,严禁站在旁侧开车
8、需要紧急停车,制动不要太猛,防止断绳和翻车等事故的发生9紧急停车后再次启动,必须检查车和绳的状况、斜坡吊挂停车时,司机不许离开岗位必须压紧车闸,手把不许10用铁丝或者其它物品捆绑、回车时要控制回车的速度,严禁放飞车度以上斜坡必须1118带电回车对拉车两司机必须配合好,控制好开回速度、对拉车两车必须有单独的信号,不得使用串联信号
12、开车前必须挂好红灯,灯光朝向行车方向
13、斜坡运输严格执行“行人不开车,开车不行人〃制度
14、矿车上道要由专人统一指挥,依据掉道的状况采用不同工15具上道,需要牵引上道必须提前支垫好,严禁硬拖、绞车信号必须是声光信号,并接有回头铃
16、罐回到坡底后,绞车滚筒上至少留三圈绳,防止抽绳头17
八、其它、避灾路线1火、瓦斯、煤尘事故避灾路线工作面一回风顺槽一+2ZW11832车场一轨道下山-车场一混合提升斜井一地面+850+850水、顶板事故避灾路线工作面一回风顺槽一车场2ZW11+832轨道下山车场一混合提升斜井一地面—+850-+
850、本措施实施前必须组织有关人员进行贯彻学习,并留有贯彻记录2未有贯彻学习的,不得指挥或者现场操作和本措施有关的生产活动否则按“三违〃处理、其它执行《煤矿安全规程》有关要求进行施工
3、如施工现场与本措施不符时,另行补充安全技术措施
4、爆破说明书5巷道布置在中大槽,采用楔形掏槽炸药使用煤矿二号许用炸药、毫秒电雷管,起爆使用型防突发爆器起爆,联线方式为串联MFd—100)、爆破原始条件表[1序号名称单位数量序号名称单位数量掘进断面m24瓦斯等级低2坚固性系数f5炸药煤矿号许用炸药23工作面涌水状况M3/h无雷管毫秒)、炮眼布置图[2见附图)、装药量及起爆顺序(注联线方式为串联)[3炮眼序号炮眼名称眼深〔米)眼长〔米)角度装药量爆破顺序水平垂直卷/眼个数小计1-3掏槽眼83°412I4-8辅助眼3底眼III9-1311420II14-1620-22帮眼眼采用炮掘进行施工、运料路线2绞车运输路线混合提升斜井车场轨道下山车场一--+850-+850-+832回风顺槽一高位巷掘进工作面2ZW113#、出煤、肝路线3放炮后煤炭自滑进入回风顺槽,人工装入矿车经绞车(回风2ZW11+832顺槽绞车、轨道下山绞车〕运至水平运输顺槽皮带机头+850+8062ZW11溜煤眼、再到皮带运输下山皮带上运输至煤仓+850放炮后砰石自滑进入回风顺槽后,人工装入矿车经绞车2ZW11〔+回风顺槽绞车、轨道下山绞车、混合提升斜井绞车)运至地832+850面、巷道施工顺序4先熟悉生产区域-搞施工后路安全质量标准化-安装风、水、电等各种管路一挑顶加固开口-放震动炮开口施工放小炮施工5m-、每班施工顺序交接班―安全确认―延线--画轮廓线点眼位―打眼一5爆破-暂时支护一永久支护-出煤
四、开口及掘进安全技术措施、施工前必须提前将所需设备、物料准备齐全,并运到指定地点,风水1电管路必须安装到位、施工之前必须对各种设备、路线进行安全确认,保证设备使用2IV17-19顶眼39V合计)、预期爆破效果表14序号名称单位数量序号名称单位数量1炮眼利用率%每米炸药消耗量Kg/m2每循环进尺m6每循环炮眼总长度m493每循环爆破实体量m37雷管消耗量个/m3炸药消耗量Kg/m38每米巷道雷管消耗量个/m10〔〕、装药结构及封孔5装药结构掘进工作面采用一律采用正向连续装药,严禁采用反向连续装药封孔封孔材料必须用水炮泥加黄土做的炮泥封孔,封孔长度不得小于60cm o
九、通风方式及路线、通风方式1施工过程中采用压人式通风方式,风机安装在轨道下山距+850水平车场向上米处+832m
20、通风路线2新风地面一主井一水平车场一水平轨道下山一局部+850m+850m通风机一经风筒送至工作面乏风工作面一回风顺槽一回风下山一水平回2ZW11+850m+900m风石门一风井一地面
二、风量计算和通风设备选择独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或者二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值、按瓦斯涌出量计算1掘=掘均Q100xq x=100xx=30m3/min式中瓦一掘进工作面绝对瓦斯涌出量,取〔正常生产条件下,q
0.15m3/min连续观测个月,取月平均日瓦斯绝对涌出量)1瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,取Kj——
2.
0、按工作面人数计算2掘Q=4xi^j=4x20=80m3/min式中:Q掘-----掘进工作面实际需要的风量,m3/min;掘进工作面同时工作的最多人数,人nj
20、按煤巷掘进面最低风速计算3掘掘Qmin=60S maxV式中V掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速,m/s;岩巷V掘N
0.15m/s,煤巷和半煤岩巷V掘K).25m/s;掘局部通风机供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因浮S max——现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外),m2Qmin=60xx
0.25=198m3/min由以上计算取最大值为掘进工作面需风量198m3/min、局部通风机吸风量计算5扇二掘Q QP m3/min式中Q扇-------局部通风机工作风量,m3/min;(接)P=l/1-nL一风筒接头数〔风机到工作面风筒接头数为个);n23接——一个接头漏风率,反压边连接时,L L=
0.002o扇二(Q198x1/l-23x、按风速进行验算按最低风速验算6Q掘N15xS掘N15xl
3.2=198m3/min;按最大风速验算Q掘S240xS掘W240xl
3.2=3168m3/min;、局部通风机安装地点验算7局最低风速,Q=Q xli+Q m3/min式中Q局------局部通风机风量,m3/min;掘进工作面同时通风的局部通风机台数li——最低风速——QQ=160xx60x
13.2=358m3/min;依据以上计算,合计风机安设位置,确定该工作面需风量为选198m/min,用现有的〔〕对旋式局扇和直径的柔性阻燃抗静FBDNO
6.32*22KW800mm电风筒为工作面供风可满足工作面需要
三、局部通风机安装地点及要求和通风系统、风机安装在轨道下山距水平车场向上处1+850m+83220m
2、安装和使用局部通风机和风筒应遵守以下规定
(1)局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转(2〕压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于20m;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合有关规定13)必须采用抗静电、阻燃风筒
(4)双风机、双电源,有自动切换风机和自动分风装置(〕严禁使用台以上(含台〕的局部通风机同时向个掘进工作5331面供风不得使用台局部通风机同时向个作业的掘进工作面供风12)使用局部通风机供风的地点必须执行风电、瓦电闭锁,保证停风后16切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源使用台局部通风机供风2的,台局部通风机都必须同时实现风电瓦电闭锁2)使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;因检修、停电等原[7因停风时,必须撤出人员,切断电源恢复通风前,必须检查瓦斯惟独在局部通风机及其开关四周以内风流中的瓦斯浓度都不超过时,方10m
0.5%可人工开启局部通风机安全、施工前每一道工序包括上山材料运输、使用等,都要先进行施工前的3安全确认,人员互相配合好,作好自保、互保和联保,保证安全,否则不得施工、施工人员要持证上岗,精神集中,衣帽整齐,袖口束紧,严格遵守安4全、操作规程,严格执行措施、每班工作前和施工过程中,必须逐排认真子细检查施工地点锚杆的完5整安全等状况发现问题必须进行处理,严禁空顶作业,违章作业和冒险作业,做到不安全不施工、所有施工人员在每道工序前都必须严格保持敲帮问顶制度,及时找净6顶帮及迎头的活楂(煤〕找顶工作两人配合作业,人找顶,人观顶找11顶时要使用长柄工具,站在安全地点,由轻而重,由后向前逐片进行,与找顶无关人员远离找顶现场、严禁空帮空顶作业,巷道施工必须采用一掘一锚作业方式,最大控顶7距不得超过第二个循环开始前,支护要紧跟迎头,距迎头不得超过
1.0m个排距
1、开口前必须将开口点四周各米范围内的电缆、管路风筒等有效保护810好,设备撤离开口点以外米,由班长负责
10、开口掘进至前,巷道掘进严格放小炮施工,爆破参数为正常装药910m量的一半,严禁扩大炮、严禁空帮空顶作业,开口处必须先使用锚网强化支护,保证安10全、每班的班组长及瓦检人员,必须在施工前对巷道全面检查一次,发11现有顶板来压、巷道变形严重时,要及时撤出人员,汇报区队值班室及调度室,拿出具体解决方案后再施工、放炮时及施工中要保护好放炮地点四周米内的风水管线及电缆、1215风筒等保护好放炮先后迎头向外米巷道必须撒水灭尘
20、放炮后要及时加暂时支护,以防顶板冒落造成人身伤亡,暂时支护13形式采用板梁加点柱,点柱要接触到实底
五、爆破措施、放炮员必须持证上岗,必须保持好“一炮三检〃和“三人连锁〃放炮1制度瓦斯超限时严禁放炮,放炮先后必须洒水并按规定挂好瓦斯传感器、放炮前,必须将施工地点及其先后各不少于米范围内的设备210(传感器等)及电缆、风水管线等设施能挪移的移到安全地点,不能挪移的要落地并用旧皮带〔不得有破洞〕等物遮盖严、保护好,否则不得施工、放炮前的准备工作由放炮员亲自负责,装配引药只准放炮员一人进行,3做引药要在顶板支护完好的安全地点操作,并要避开电气设备和导体、放炮地点米巷道内,有阻塞物阻塞巷道断面以上时,必须即将4201/3清除否则,不得装药放炮,最大暂时控顶距超过本措施规定要求时,不得装药放炮、每次放炮前,班长必须派专人到米以外拐弯安全地点站岗警戒[包5100括可能进入放炮地点的所有通路〕,并必须把放炮警戒内的所有人员全部撤出警戒线处要拉线设置标志放炮站岗时要派专人负责联系工作,以免发生误会站好岗后,联系员通知班长,班长在确认无误后,通知放炮员放炮放炮员放炮前必须大喊三声“放炮啦〃并吹口哨三声方可放炮放炮后,站岗人员不接到撤岗命令不得擅自离冈、放炮后分钟,同时等烟雾出净后由瓦斯员、放炮员、班队长三人同615时进入放炮地点,并按由外向里的顺序检查通风、支护、瓦斯、煤尘、残爆、瞎炮等状况,并将巷道支护状况检查清晰,保证安全后,方可进入工作地点,严禁空顶作业、放炮先后必须洒水,跟头及后路要及时洒水灭尘,严禁煤尘堆积
7、严格按爆破制定钻眼爆破,认真搞好光面爆破,提升巷道成型,保证8巷道施工质量遇软煤〔岩)或者煤〔岩)层破碎时时,要减小周边眼眼距和装药量,预留刷帮量,用手镐刷齐轮廓线、每班收工后必须支护跟头,严禁空帮空顶,每班交接班时将支9护及围岩检查一遍,保证工作地点安全、无隐患
六、支护制定〔一)、巷道断面本巷道布置在中大槽煤层水平,向煤层顶板掘进,作为高位钻+832m1#场巷道,巷道顶板为中大槽煤层,局部可能会碰到顶板破碎,因此在掘进之中要认真执行敲帮问顶制度,严防顶板事故本巷道顶板支护采用锚网进行支护断面形状为矩形宽度净高度净B=
2.4m,H=
2.6m
1、锚杆支护作用原理(1〕悬吊作用用锚杆将直接顶悬挂在坚固的老顶上)组合梁作用是把层状岩体用锚杆连接并紧固,锚杆把数层薄的[2岩层组合成类似钾钉加固的组合梁,提升了岩层的整体抗弯能力)挤压加固拱作用锚杆通过锚头和垫板对围岩产生压应力,形成[3加固拱说明以上几种理论关于锚杆来说,惟独在产生拉应力的前提下才起作用因此在施工中一定要将螺丝上到垫板紧贴实顶,产生一定的拉应力、巷道支护参数确实定
2、工程类比法1依据煤矿井巷工程锚喷围岩分类为类中等稳定岩层),查HI1《采矿工程制定手册》知:P2669围岩类别巷道净宽B支护方式受采动影响的巷道2000B3500III锚杆锚深1700间距
800、围岩松动圈分类法2巷道围岩松动圈分类:围岩类别围岩稳定性松动圈范围支护类型锚喷参数计算法备注III中等稳定100-150锚杆加金属网锚杆悬吊理论刚性支架、解析法3按悬吊理论计算锚杆支护参数)锚杆长度计算[1L=KH+L1+L2式中L锚杆的长度,m;K——安全系数,普通取2;H一冒落拱高度m,取
0.5m;L1——锚杆锚入稳定岩层的深度,普通为
0.25—
0.4m;锚杆外露长度,普通为L
20.1m二L2x锚杆间排距计算,间排距相等[2A=[Q/KHR
1.5-
1.8]1/2式中A―锚杆间排距,m;锚杆制定锚固力,Q——50kN/根;H一冒落拱高度,
0.5m;被悬吊砂岩的密度,取R——25KN/m3;安全系数,取K——K=2通过以上计算,选用直径的钢,锚杆长矩形布置,锚杆18mm A
31.8m,的间排距为当围岩稳定性较差时,锚杆的间排距要缩小为
0.8m600mm金属网规格孔米,镀锌铁丝编制搭接长度50mmxx710#100-200mm,用号铁丝进行人工联网,两扣一联14。