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集中煤斗施工掘进安全技术措施(通用版)集中煤斗施工掘进安全技术措施(通用版)Safetytechnologyisguidedbysafetytechnology,basedonpersonnelprotection,andanorderlycombinedsafetyprotectionserviceguaranteesystem.Safetytechnologyisguidedbysafetytechnology,basedonpersonnelprotection,andanorderlycombinedsafetyprotectionserviceguaranteesystem.(安全技术)单位:_______________________部门:_______________________日期:_______________________本文档文字可以自由修改集中煤斗施工掘进安全技术措施(通用版)备注:安全技术防范是以安全防范技术为先导,以人力防范为基础,以技术防范和实体防范为手段,所建立的一种具有探测、延迟、反应有序结合的安全防范服务保障体系。备注:安全技术防范是以安全防范技术为先导,以人力防范为基础,以技术防范和实体防范为手段,所建立的一种具有探测、延迟、反应有序结合的安全防范服务保障体系。一、工程概况
1490集中煤斗设计工程长度为28.7m(其中煤斗长17m,平巷及溜煤眼长11.7m),煤斗施工前,先从1485轨道石门联络巷口往西13m位置处开门,掘平巷4m,施工方位40°,平巷断面规格:2.6m×2.5m(宽×高),然后施工立煤斗,煤斗直径4m(圆形煤斗),待煤斗施工完成后,最后掘溜煤眼贯通+1490皮带机头位置,溜煤眼倾角+33°,方位角288°,施工长度7.7m,巷道断面规格同平巷。
二、施工方法
1、施工前的准备:
将风水管路接至施工迎头,工器具、支护用料等准备齐全。
2、施工方法:
采用人工钻眼,YT-24型风动凿岩机打眼,使用煤矿许用三级水胶炸药,1~5段毫秒延期电雷管,MFB-150型隔爆电容式放爆器起爆,正向装药,一次打眼,一次爆破(在与运输下山贯通前2m开始,必须采取松动爆破),矸石运输用防爆蓄电池机车运至1485轨道石门经轨道下山绞车提升至1588车场再经副平硐运至地面矸石山。
3、开门位置:1485轨道石门联络巷口往西13m位置处开门。
三、支护方式及参数
1、支护类型:锚网+喷浆支护。
2、支护材料及规格参数:
锚网喷支护:锚杆采用Ф18×2200mm锚杆,每孔2支Z2335(Z2835)型中速树脂锚固剂;锚杆间排距为800×800㎜。外形标准为:塑料垫片严重变形或挤出。钢筋(矩形)网为φ6.5×1000×2000mm。喷砼厚度100mm,初喷30~50mm,终喷至设计厚度。
四、施工工艺
1、施工机具
(1)锚杆眼用气动锚杆钻机配Ф28mm钻头施工。
(2)锚杆预应力由锚杆钻机、预应力扳手进行。
(3)喷浆支护采用混凝土喷射机紧跟垱头喷射支护。
2、施工工序
(1)锚网喷:交接班、安全检查→延设中腰线→画轮廓线点眼位→打眼→扫全茬眼、装药、联线→爆破、稀释炮烟、验炮→敲帮问顶→打锚杆眼(先顶后帮)→锚网支护(先顶后帮)→喷浆支护。
3、施工工艺
(1)锚杆施工工艺
①打锚杆:锚杆眼必须按设计规定的角度和间排距布置,方向要垂直围岩表面,不得打穿皮眼,不得沿层面或裂隙缝打眼。钻眼时应按事先确定的眼位标志处钻进。钻完后应将眼内的岩粉和积水用压风吹(掏)净。锚杆安装要做到“三径”匹配。树脂锚固剂搅拌充分,锚固力达到设计要求。
②锚杆安装:顶部采用锚杆机打眼,钻头直径28mm,眼深2200mm,每孔装2支Z2335树脂锚固剂;帮部采用风动凿岩机打锚杆眼,钻头Ф28mm,每眼装2支Z2835树脂锚固剂。锚杆眼打好后,挂好网片用组装好的锚杆将锚固剂推到眼底,用搅拌接头将锚杆机与锚杆螺母连接,升起锚杆机边推进边搅拌,当锚杆端头抵到眼底、锚杆托盘接触岩面时,停止推进、快速搅拌30秒后停机,等待1分钟后再次启动锚杆机顶掉螺母堵片,托盘快速压紧岩面,塑料垫片严重变形或挤出,锚杆螺母扭矩不小于120N·m。
(2)喷浆施工工艺
喷射混凝土水泥与砂、石之重量比宜为1.0:3.5-1.0:4.0,喷头与受喷面应垂直,宜保持0.6~1.0m的距离;表面平整度不大于50mm,拱子回弹率不大于25%,墙子回弹率不大于15%。
五、掘进方式及生产系统
1、掘进方式:采用钻爆法掘进。
2、生产系统
(1)出矸路线:工作面→1485轨道石门→1485轨石门车场→1.6m绞车经轨道下山提升至1588运输大巷车场→5T防爆型蓄电池机车经副平硐运至地面矸石山
(2)进料路线:地面→副平硐→1588车场→轨道下山→1485车场→掘进工作面
(3)供水系统:地面→主平硐→运输下山→1485联络巷→工作面(主管Ф159,分管Ф57)
(4)压风系统:地面压风机房→主平硐→运输下山→1485联络巷→工作面(主管Ф159,分管Ф57)
(5)通风系统
新风:局扇(安设在1485轨道石门新鲜风流处)→Ф500风筒接至迎头
乏风:迎头→1485联络巷(两风门设置调节窗)→1485回风石门→回风下山
局扇选型
1、风量计算
〔1〕按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk=100×0.2×2.0=40m3
/min
式中,Q—掘进工作面需要的风量,m3
/min;
q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3
/min;据1588运输大巷瓦斯涌出量,取q=0.2
K—掘进工作面的瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,此处取2.0。
〔2〕按最多人数计算:
Q掘
=4N=4×10=40m3
/min
式中N——每班最多工作人数
〔3〕按允许的最高、最低风速校核:
Q掘
≥V小
×S=0.15×60×6.5=58.8m3
/min
Q掘
≤V大
×S=4×60×6.5=1560m3
/min
V小
=最小允许风速0.15m/s
V大
=最大允许风速4m/s
S=巷道净断面积,取6.5m2
〔4〕按炸药量消耗量计算:
Q掘
=25A=25×12.51=312.75m3
/min
式中A—一次爆破的最大炸药消耗量,根据公式计算:A=u×s×d=0.6×1.5×13.9=12.51kg
u——炸药消耗量综合指标,取0.6kg/m3
。
S——巷道掘进面积,取13.9m2
d——循环进尺,取1.5m
综合上述计算及本矿实际情况得出该掘进工作面需配有效风量为312.75m3
/min,而FBDYNO5.6/2×11型对旋式局扇的吸风量能满足生产需要,一台使用,一台备用。
六、安全技术措施
1、顶板管理措施
(1)施工期间严格执行“敲帮问顶”制度。每次进入工作面前,班队长必须对工作面的安全情况进行一次全面检查,确认无安全隐患后,其他施工人员方可进入工作面。
(2)放炮后、支护前、装药前等时候,必须派有经验的工人站在安全地点用专用长柄工具及时找尽顶、帮的危岩、活矸。敲帮问顶时,必须两人配合,一人监护顶、帮及迎脸安全,一人作业,及时找净顶、帮及迎脸的危岩、活矸,施工过程中应防止矸石顺杆滑落伤人,找顶时要保证退路畅通。
(3)负责监护的人员,当发现有危岩、活矸或其它安全隐患时,应立即通知作业人躲避,并及时采取措施处理,待安全后再施工。
(4)煤斗施工采取全断面一次成巷的方法,每掘一米必须按支护要求成巷一米,以免周边松软岩石片帮伤人。
(5)支护必须紧跟当头,严禁空顶作业。
2、爆破管理措施
(1)爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能及《煤矿安全规程》的有关规定。
(2)爆破严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、“三人联锁放炮制”和“人、牌、网”三警戒制度。警戒距离:弯道施工不小于75m,直巷施工不小于100m。
(3)放炮掘进过程中必须站岗放哨,避免误伤其他路过的作业人员,站岗点分别设在1485回风石门交岔处、1490运输巷通往1485联络巷上口风门处、1485东瓦斯抽放巷距轨道石门里侧30m处,放炮地点设在1485轨道石门。
(4)爆破前必须将迎头瓦斯便携仪和瓦斯传感器向后挪移至安全地点,炮后恢复工作时,再将其移至规定位置。
(5)任何钻孔和其它空眼孔隙不得作为炮眼使用,爆破前,必须将其用炮泥封堵严实。
(7)禁用糊炮和明火爆破,井下爆破采用正向起爆。
(8)装药的炮眼必须当班爆破完毕。特殊情况下,若当班留下尚未爆破的装药炮眼时,当班爆破工须向下一班爆破工现场交接清楚。
(9)通电以后拒爆时,爆破工必须先取下钥匙,并将爆破母线从电源上摘下,扭结成短路,再至少等15分钟,才可沿线路检查,找出拒爆原因。
(10)处理拒爆和残爆时,必须在班组长指导下进行,并应当班处理完毕。如当班未能处理完毕,爆破工必须同下一班爆破工现场交接清楚。
(11)电雷管必须由爆破工亲自领送,炸药由爆破工或在爆破工监护下由熟悉《煤矿安全规程》的有关人员运送。电雷管和炸药不得放在同一容器中,领到炸药后立即送到工作地点,当班未用完的电雷管必须当班交到炸药库。
(12)打下部眼前,必须将迎头底板浮矸清理干净,检查有无残炮,警防瞎炮伤人。打眼时钎子要落在实处,并掌握好各类眼的角度和深度,严禁横向加压,以防断钎伤人,严禁套打残眼。
(13)放炮前将探头、工具等撤至安全地点,并用大板或旧皮带覆盖保护,炮后及时恢复。
(14)迎头施工炮眼、装药量应根据岩性变化适当调整爆破参数。
3、通风管理措施
(1)通风设备及设施的安装、使用管理规定
1、保证局扇正常运转,并悬挂局扇管理牌。不得出现无计划停风,有计划停风的必须办理专项申请,并附有安全措施。
2、工作面通风方式采用压入式,局扇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10米;局扇不得产生循环风。
3、必须设置同等能力的备用局扇,备用局扇电源必须取自同时带电的另一路电源。主、备局必须使用自动切换开关和自动切换风筒三通连接,实现自动切换。
4、局扇必须采用三专两闭锁供电,使用局扇供风的地点必须实行风电、瓦斯电闭锁,保证停风后切断停风区内的电气设备电源。使用2台局部通风机供风的2台局部通风机都必须同时实现风电、瓦斯电闭锁。
5、风筒必须采用抗静电、阻燃胶质风筒。风筒口到掘进工作面的距离:全岩巷不大于10米。
6、局扇的设备齐全,吸风口有风罩和整流器,高压部位(包括电缆接线盒)有衬垫(不漏风);局扇必须吊挂或垫高,局扇距巷道底板高度不小于0.3米。并设专人维护、保养,确保局扇正常运转。
7、风筒接头严密(手距接头处0.1米处感到不漏风),无破口(末端20米除外)。无反接头,软质风筒要反压边。迎头风筒不得落地,破损的风筒及时修补或更换,无跑漏风、无用铁丝穿扎风筒等现象,以保证工作面的风量符合要求。
4、瓦斯管理的规定
①掘进头风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止作业;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁爆破,迎头正确悬挂瓦斯探头。
②掘进头风流中、电机或其开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理,并向调度所汇报。
③掘进头风流中二氧化碳浓度达到1.5%、掘进回风流中二氧化碳浓度超过1.5%时,都必须停止工作,撤出人员,并向调度所汇报。
④掘进回风流中瓦斯浓度超过1.0%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,并向调度所汇报。
5、监控管理措施
(1)安全监控系统布置
信号电缆吊挂在风筒对面的巷帮上,严禁其它动力电缆与信号电缆接触,其间距不小于100mm。电源电缆接在被控开关的电源侧或其它可靠的供电电源。
(2)瓦斯传感器的安设位置:
T1:安设在迎头5m之内风筒出风口的另一侧,距顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm;T2:安设在第一回风点以里10~15m处,距顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不得小于200mm。
(3)瓦斯传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围见下表:
监控探头
T1(掘进工作面)
T2(掘进回风流中)
报警浓度
≥1.0%
≥1.0%
断电浓度
≥1.5%
≥1.0%
复电浓度
<1.5%
<1.0%
断电范围
该掘进巷道内及其回风流中全部非本质安全型电气设备
复电方式
专职电工人工复电
6、巷道贯通措施
(1)测量人员必须每天把掘进进度标于实测的贯通图纸上,并每天以书面形式向生产科有关人员汇报,在该掘进距贯通接近5米时,以书面形式通知有关安全生产人员和通防人员做好贯通准备工作。
(2)巷道贯通后,测风员必须对全矿井进行测风,根据测风结果,进行各个采掘工作面和其它用风地点的需要进行风量调节。
(3)要加强贯通巷道的顶板管理,对围岩破碎,顶板不好,压力较大的巷道应加强临时支护,防止冒顶。
(4)煤斗施工采取从上往下施工,在施工至最后2m时必须采取松动爆破,在贯通的最后1m时只能采用风镐落矸,避免出现大面积垮落砸坏运输下山皮带,贯通后落在运输下山的小块矸石必须清理用篓子背至矿车运出井,严禁把矸石混入皮带机内影响煤质。
(5)煤斗施工出矸采取0.3m或0.6m绞车配滑轮提升,必须在煤斗上方口,用钢轨铺梁并在工字钢上铺设木板,防止矸石提升过程中滑落砸伤下面施工人员。
(6)采用风镐砸通皮带下山时,必须停止皮带运行,并尽快将贯通处扩大至设计断面。
(7)煤斗贯通后,如果贯通段处皮带下山未打设锚索,必须在煤斗口四周打设四根锚索。
(8)煤斗施工期间,煤斗上口一边做为提升矸石、下放材料的通道,且四周必须用钢筋焊接的防护栏做安全防护栏,另一边用工字钢架设在煤斗上口,两端搭接煤斗岩石0.4m长,工字钢间距1.0m,然后再工字钢上铺设50mm厚的木板,做为煤斗上口的工作台。
(9)煤斗在工作台一侧留设一个600×600的行人通道,以便人员上下,并在该通道的煤斗壁,架设人员上下的人梯,人梯用20~24圆钢加工而成,人梯间距0.5m,插入煤斗壁厚度不少于0.2m且在喷浆前必须架设好。
(10)矸石提升用手推车提升,提升至上工作方后,推至平巷内装车。
(11)工作台必须用木板钉严密,不得留缝隙,以免矸石等物品落下伤人。
(12)必须有2~3根保障绳供人员上下,保障绳采用粗麻绳,一头系紧在上方工字钢上。
(13)煤斗施工必须根据机电部门提供的给煤机尺寸,设计煤斗施工图及给煤机的安装图,以便煤斗下方收口的位置及尺寸。
7、综合防尘管理措施
(1)沿工作面必须敷设直径不小于50mm防尘管路,并1485
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