煤矿高位钻场施工安全技术措施.doc

阜康市金塔实业有限公司大黄山煤矿掘 进 安 全 技 术 措 施编 制：阜康市金塔实业有限公司大黄山煤矿生产技术科编 制 人：景小明工作面名称： +832水平2#高位巷上山掘进施 工 方法：炮掘时 间：二一四年五月会 审 意 见 及 签 字单 位会审意见及签字生产技术科安全科调度室监控室机电科通风科通风副总地测副总生产副矿长机电副矿长安全副矿长总工矿 长培训考核签字表 序号姓 名序号姓 名133234335436537638739840941104211431244134514461547164817491850195120522153225423552456255726582759286029613062316332642ZW11回风顺槽2高位巷掘进安全技术措施一、概述：为确保2ZW11综放工作面安全生产，高位钻孔抽放工作面采空区上部裂隙带瓦斯，经矿研究决定施工2ZW11回风顺槽2#高位巷。为保证施工安全与质量制定如下安全技术措施：二、技术要求：1、巷道概述：2高位巷从1#向外50m处开口施工，开口按+50上山施工15m，揭露中大槽顶板后，进顶板岩层施工5m停头。2、巷道规格：+50上山为2.42.6m锚杆支护，采用18mm的钢筋锚杆支护，顶板铺金属网，形成矩形断面：净宽2.4m,净高：2.6m（断面支护见附图）。进顶板岩层为3.02.6m矩形规格，顶板铺网，采用18mm的锚杆支护。3、支护形式及要求：煤巷锚杆间排拒800mm，顶帮铺金属网。进顶板岩层施工锚杆间排拒1000mm，顶板铺金属网。4、严格按技术科所给的中腰线施工。三、施工工艺1、施工工艺采用炮掘进行施工。2、运料路线绞车运输线路：混合提升斜井-+850车场-+850轨道下山-+832车场2ZW11回风顺槽3#高位巷掘进工作面。3、出煤、矸线路放炮后煤炭自滑进入2ZW11回风顺槽，人工装入矿车经绞车（+832回风顺槽绞车、+850轨道下山绞车）运至+806水平2ZW11运输顺槽皮带机头溜煤眼、再到+850皮带运输下山皮带上运输至煤仓。放炮后矸石自滑进入2ZW11回风顺槽后，人工装入矿车经绞车（+832回风顺槽绞车、+850轨道下山绞车、混合提升斜井绞车）运至地面。4、巷道施工顺序先熟悉生产区域-搞施工后路安全质量标准化-安装风、水、电等各种管路挑顶加固开口-放震动炮开口施工5m-放小炮施工。5、每班施工顺序：交接班-安全确认-延线-画轮廓线点眼位-打眼爆破-临时支护永久支护-出煤。四、开口及掘进安全技术措施1、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,风水电管路必须安装到位。2、施工之前必须对各种设备、线路进行安全确认，确保设备使用安全。3、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安全确认，人员相互配合好，作好自保、互保和联保，确保安全，否则不得施工。4、施工人员要持证上岗，精神集中，衣帽整齐，袖口束紧，严格遵守安全、操作规程，严格执行措施。5、每班工作前和施工过程中，必须逐排认真仔细检查施工地点锚杆的完整安全等情况。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。6、所有施工人员在每道工序前都必须严格坚持敲帮问顶制度，及时找净顶帮及迎头的活碴（煤）。找顶工作两人配合作业，1人找顶，1人观顶。找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。7、严禁空帮空顶作业，巷道施工必须采取一掘一锚作业方式，最大控顶距不得超过1.0m。第二个循环开始前，支护要紧跟迎头，距迎头不得超过1个排距。8、开口前必须将开口点附近各10米范围内的电缆、管路风筒等有效保护好，设备撤离开口点以外10米，由班长负责。9、开口掘进至10m前，巷道掘进严格放小炮施工，爆破参数为正常装药量的一半，严禁放大炮。10、严禁空帮空顶作业，开口处必须先使用锚网加强支护，确保安全。11、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。12、放炮时及施工中要保护好放炮地点附近15米内的风水管线及电缆、风筒等保护好。放炮前后迎头向外20米巷道必须撒水灭尘。13、放炮后要及时加临时支护，以防顶板冒落造成人身伤亡，临时支护形式采用板梁加点柱，点柱要接触到实底。五、爆破措施：1、放炮员必须持证上岗，必须坚持好“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。瓦斯超限时严禁放炮，放炮前后必须洒水。并按规定挂好瓦斯传感器。2、放炮前，必须将施工地点及其前后各不少于10米范围内的设备（传感器等）及电缆、风水管线等设施能移动的移到安全地点，不能移动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。3、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，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。4、放炮地点20米巷道内，有堵塞物堵塞巷道断面1/3以上时，必须立即清除。否则，不得装药放炮，最大临时控顶距超过本措施规定要求时，不得装药放炮。5、每次放炮前，班长必须派专人到100米以外拐弯安全地点站岗警戒（包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络工作，以免发生误会。站好岗后，联络员通知班长，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岗。6、放炮后15分钟，同时等烟雾出净后由瓦斯员、放炮员、班队长三人同时进入放炮地点，并按由外向里的顺序检查通风、支护、瓦斯、煤尘、残爆、瞎炮等情况，并将巷道支护情况检查清楚，确保安全后，方可进入工作地点，严禁空顶作业。7、放炮前后必须洒水，跟头及后路要及时洒水灭尘，严禁煤尘堆积。8、严格按爆破设计钻眼爆破，认真搞好光面爆破，提高巷道成型，保证巷道施工质量。遇软煤（岩）或煤（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。9、每班收工后必须支护跟头，严禁空帮空顶，每班交接班时将支护及围岩检查一遍，确保工作地点安全、无隐患。六、支护设计：（一）、巷道断面本巷道布置在中大槽煤层+832m水平，向煤层顶板掘进，作为1#高位钻场巷道，巷道顶板为中大槽煤层，局部可能会遇到顶板破碎，因此在掘进当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：B净=2.4m，高度：H净=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。（2）组合梁作用：是把层状岩体用锚杆连接并紧固，锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，提高了岩层的整体抗弯能力。（3）挤压加固拱作用：锚杆通过锚头和垫板对围岩产生压应力，形成加固拱。说明：以上几种理论对于锚杆来说，只有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。2、巷道支护参数的确定1、工程类比法 根据煤矿井巷工程锚喷围岩分类为类（中等稳定岩层），查采矿工程设计手册P2669知：围岩类别 巷道净宽B支护方式受采动影响的巷道2000B3500锚杆锚深1700间距8002、围岩松动圈分类法 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中等稳定100-150锚杆加金属网锚杆悬吊理论刚性支架3、解析法按悬吊理论计算锚杆支护参数：（1）锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L锚杆的长度，m；K安全系数，一般取2；H冒落拱高度m，取0.5m；L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般为02504m；L2锚杆外露长度，一般为01mL二20.5+0.4+0.1二1.5m（2）锚杆间排距计算，间排距相等： A=QKHR（1.5-1.8）12 式中： A锚杆间排距，m； Q锚杆设计锚固力，50kN根； H冒落拱高度，0.5m； R被悬吊砂岩的密度，取25KNm3； K安全系数，取K=2。 A=1.05m 通过以上计算，选用直径18mm的A3钢，锚杆长1.8m，矩形布置，锚杆的间排距为0.8m。当围岩稳定性较差时，锚杆的间排距要缩小为600mm。金属网规格：孔50mm50mm棱形网，0.97米，镀锌10#铁丝编制。搭接长度100-200mm，用14号铁丝进行人工联网，两扣一联。（二）支护质量标准保证项目1巷道支护技术要求符合设计和作业规程2支护材料及配件的材料、品种、规格强度符合设计要求允许偏差项目检验项目设计值允许偏差1锚杆间距800100，锚索孔距1502锚杆排距800100，锚索孔距1503锚杆深度1750+0-50，锚索0-2004锚杆外露长度50505锚杆方向与井巷轮廓线角度90156托板是否紧贴紧贴（三）、锚杆安装工艺1、打锚杆眼： 两帮打锚杆眼采用MZ1.2型煤钻配合配套钻杆进行打眼，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MYT-120/320型液压锚杆（索）钻机配合中空六方接长式钻杆和28mm钻头湿式打眼（顶板打锚杆眼参照特殊支护中打锚索眼工艺）。2、安注锚杆安装锚杆前应检查锚杆眼孔质量（深度1750mm、角度不小于75、间排距800800mm）及锚杆构件是否符合要求，锚固剂是否硬化、过期、损坏等。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（CK2335型2卷）推入眼底，然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155S，搅完后立即在眼口将杆体楔牢，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100Nm，上托板、拧螺母的同时铺网联网上钢带，网铺平、铺展，锚网压接不小于100mm，每隔200300mm，用14号铁丝进行人工联网，两扣一联。七、后路运输安全技术措施1、各绞车必须安装在顶板完整、支架完好、通风良好地点，并座于实底，绞车安装固定后最突出部位距轨道不少于0.7m。2、绞车均采用地锚固定。、绞车前后底脚各打4根18mm1.8m螺纹锚杆（不少于8根），每根锚杆配2根MSZ2835型树脂药卷，上齐压板螺丝，压板规格为长宽高=300mm100mm20mm钢板；使用双螺母固定牢固可靠。锚杆的外露长度不超过0.15m。每个压块上两个M20螺母将压杠拧紧，锚杆要垂直于底板打设，每根锚杆的锚固力不低于30MPa，使用前单位安排专人检查绞车固定情况。、若底板松软，锚杆锚固力达不到上述要求时，打四压两戗木支柱，圆木直径不小于18cm，压支柱打在绞车前后底脚柱窝内，前后各两根，两根戗支柱戗住底座，与底板呈6070角，柱头要有柱窝，柱窝深度0.3m以上。3、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进行试车，确认无问题后方可投入使用。4、绞车司机必须持证上岗，开车前先检查压戗支柱、地锚、钢丝绳、手把及各种安全设施的可靠性，有问题必须先处理再开车。 5、绞车司机必须精力集中严格按信号开车，信号不清时，应通过回头铃发送反问信号，确认得到准确信号后，方可开车。 6、绞车运行中要时刻注意前方有无障碍物和人员走动，注意钢丝绳运行和排列情况，注意绞车的运转情况等，发现异常要立即停车处理。 7、长时间停车，绞车开关必须停电闭锁。 8、绞车运行中严禁用手或脚排绳，严禁站在旁侧开车。 9、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。紧急停车后再次启动，必须检查车和绳的情况。 10、斜坡吊挂停车时，司机不准离开岗位必须压紧车闸，手把不准用铁丝或其它物品捆绑。 11、回车时要控制回车的速度，严禁放飞车。18度以上斜坡必须带电回车。对拉车两司机必须配合好，控制好开回速度。 12、对拉车两车必须有单独的信号，不得使用串联信号。 13、开车前必须挂好红灯，灯光朝向行车方向。 14、斜坡运输严格执行“行人不开车，开车不行人”制度。 15、矿车上道要由专人统一指挥，根据掉道的情况采用不同工具上道，需要牵引上道必须提前支垫好，严禁硬拖。16、绞车信号必须是声光信号，并接有回头铃。 17、罐回到坡底后，绞车滚筒上至少留三圈绳，防止抽绳头。八、其它1、避灾路线：火、瓦斯、煤尘事故避灾路线：工作面2ZW11回风顺槽+832车场+850轨道下山-+850车场混合提升斜井地面水、顶板事故避灾路线：工作面2ZW11回风顺槽+832车场+850轨道下山-+850车场混合提升斜井地面2、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。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。3、其它执行煤矿安全规程有关要求进行施工。4、如施工现场与本措施不符时，另行补充安全技术措施。5、 爆破说明书巷道布置在中大槽，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MFd100型防爆发爆器起爆，联线方式为串联。（1）、爆破原始条件表序号名称单位数量序号名称单位数量1掘进断面m25.724瓦斯等级低2坚固性系数f5炸药煤矿2号许用炸药3工作面涌水情况M3/h无6雷管毫秒（2）、炮眼布置图：见附图。（3）、装药量及起爆顺序 （注：联线方式为串联）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2.47.2834121.84-8辅助眼2.2113152.259-13底眼2.2114203.014-1620-22帮眼眼2.213.23182.717-19顶眼2.26.6391.35合计497411.1（4）、预期爆破效果表序号名 称单位数量序号名 称单位数量1炮眼利用率915每米炸药消耗量Kg/m5.552每循环进尺m2.06每循环炮眼总长度m493每循环爆破实体量m35.727雷管消耗量个/m33.854炸药消耗量Kg/m31.948每米巷道雷管消耗量个/m10（5）、装药结构及封孔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。九、通风方式及路线1、通风方式施工过程中采用压人式通风方式，风机安装在+850轨道下山距+832m水平车场向上20米处。2、通风路线新风：地面主井+850m水平车场+850m水平轨道下山局部通风机经风筒送至工作面。乏风：工作面2ZW11回风顺槽+850m回风下山+900m水平回风石门风井地面。 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。 1、按瓦斯涌出量计算 Q掘100q掘Kj1002.00.1530m3/min式中： q瓦掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取0.15m3/min（正常生产条件下，连续观测1个月，取月平均日瓦斯绝对涌出量） Kj瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取2.0。2、按工作面人数计算Q掘4nj42080m3/min式中： Q掘掘进工作面实际需要的风量，m3/min；nj掘进工作面同时工作的最多人数，20人。3、按煤巷掘进面最低风速计算： Qmin=60 S 掘max V 掘式中：V 掘局部通风机供风巷道内最低允许风速，m/s；岩巷V 掘0.15m/s，煤巷和半煤岩巷V 掘0.25m/s；S 掘max局部通风机供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外)，m2Qmin=6013.20.25=198m3/min由以上计算取最大值198 m3/min为掘进工作面需风量。5、局部通风机吸风量计算： Q 扇= Q 掘P m3/min 式中：Q 扇局部通风机工作风量，m3/min；P=1/（1-nL 接）n风筒接头数（风机到工作面风筒接头数为23个）；L 接一个接头漏风率，反压边连接时，L =0.002。Q 扇=1981/（1-230.002）=207.54m3/min6、按风速进行验算按最低风速验算：Q掘15S掘1513.2198m3min；按最大风速验算：Q掘240S掘24013.23168m3min