福利彩世界-福利彩世界app下载-首页(彩世界)

来自 冶金矿产 2019-09-10 20:40 的文章
当前位置: 福利彩世界 > 冶金矿产 > 正文

赵汝良煤矿1302运送巷过断层石门揭煤专门项目防

2009年海孜矿“4.25”煤与瓦斯突出事故案例分析 09年4月25日1:25分,海孜矿发生1起1人死亡瓦斯事故,经过及原因分析如下: 一、事故经过:2009年4月24日中班14时,矿防突员姚敏、打钻工姜峰、何超对II1026机巷掘进工作面进行打钻防突预测,经预测同意进尺7m。4月25日夜班,施工II1026机巷的掘进四区11队出勤12人,区长赵文彬在班前会安排工作面正常进尺,工长蔡友良跟班。人员到达作业地点后,经安全确认,班长王言旭和工人史历一起用风锤打煤层注水孔,其他人员开始清理迎头浮煤,延长刮板运输机。注水完毕后,班长王言旭和史历到迎头准备落煤进尺,这时,在迎头紧固帮锚杆的工人焦春才说:有点片帮,你干活时注意一下顶板。史历发现迎头右帮肩窝煤壁有位移现象,顶板也在下沉,紧接着,听到类似响雷声音,于是史历喊了一声“快跑”!迎头所有人员随即撤离。在撤离工程中,身后不断传来煤炮声,煤尘飞扬。逃离人员在距机巷口约10mm处相继昏倒。几分钟后,昏迷人员陆续苏醒撤离,经清点,11人安全撤离,1人(王吉永)失踪。跟班工人蔡友良于2时12分向矿安全信息中心汇报II1026机巷发生事故。27日15时15分,将死者扒出。 二、事故原因 直接原因 II1026机巷掘进工作面受相邻区段采空区上覆的巨厚火成岩影响,其前方煤体应力集中,煤层瓦斯含量增大,未采取针对性防治措施,使用风锤、浅孔动压注水诱导煤与瓦斯突出。 间接原因 防突技术管理不到位。-660m至-700m区域测定10煤瓦斯压力、煤的坚固系数超过临界指标,II1026机巷掘进面的开窝点标高及最低点标高已处在-660m至-700m水平之间,矿未按《安徽省煤矿瓦斯治理规定》及《安徽省构建煤矿瓦斯综合治理工作体系实施办法》规定对-660m至-700m区域10煤按突出煤层管理,未请有资质的部门对10煤突出危险性进行鉴定。矿井在开拓-700m水平井巷第一次揭穿10煤层时,未按《煤矿安全规程》规定测定煤层瓦斯压力、含量及其它与突出危险性相关参数。进入4月份后,掘进工作面及迎头绝对瓦斯涌出量超过3m3/min,未按矿井“一面一策”要求和《II1026机巷施工安全技术措施》要求采取抽采措施。对预测钻孔施工过程中出现多次吸钻异常现象没有引起高度重视,未按《安徽省煤矿瓦斯治理规定》及《安徽省构建煤矿瓦斯综合治理工作体系实施办法》采取“四位一体”防突措施。 对II102采区在巨厚火成岩下开采,未采取针对性的防治措施。发生事故的掘进头邻近大范围的已采空间,II102采区已采出煤量约145万吨,采空区面积约40万m2。与II1026块段相邻的上部采空区面积约15万m2,为其上覆巨厚火成岩的失稳移动创造了空间条件,上覆巨厚火成岩不破断,严重威胁采区安全生产。2008年集团公司、矿与中国矿业大学合作,对巨厚火成岩下开采可能产生的矿震和冲击危险性进行了研究,并组织了专家对中国矿业大学等单位完成的《巨厚火成岩下矿震冲击危险分析与监测研究报告》进行论证,研究报告中提出了冲击危险性预测及防治技术方案。专家论证意见中提出了在巨厚火成岩下开采要加强火成岩活动可能诱发冲击危害的预防工作,开展矿井范围地应力的测定工作。矿未根据研究报告和专家论证的意见采取针对性的防治措施。矿安装的一套微震监测系统只能进行滞后监测,不能做到超前预警防范。防突安全管理不到位。II1026报告单中未报告在预测钻孔施工过程中出现的多次吸钻动力现象,未反映预测过程的真实情况。2009年4月份,II1026机巷施工过程中有三次超过预测允许进尺数。 规程中对装药前和装药后有何规定? 答:装药前首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉,再用木质或竹质炮棍将药卷轻推入,不得冲撞或捣实,炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼,应使用抗水型炸药。装药后,必须把电雷管脚线悬挂,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。 《煤矿防治水规定》对发现有透水征兆而未采取措施的处罚规定是什么?答:处罚规定是:责令停产整顿,处150万元以上200万元以下的罚款;对煤矿企业负责人处12万元以上15万元以下的罚款。 安全第一的含义是什么? 答:职工生命安全第一、职工身体健康第一、各项工作安全

海孜煤电“4·25”煤与瓦斯突出事故案例分析

赵汝良煤矿1302运输巷过断层石门揭煤专项防突设计说明书

主井底车场揭4煤防突技术安全措施一、工程概况1.1 工程简况:主井底车场目前已经施工至J7点前26m处,迎头处于4煤顶板层位,巷底距离4煤顶板法距3m,斜距约12.4m。随着巷道施工,预计该巷道向前施工至J7点前36.7米将会遇到正断层(255°∠70°H=0~5m),预计该巷道向前施工至J7点前44.7米将由巷道底板揭开10煤。本巷道设计断面8.6m2,净宽3.4m,净高2.8m,掘进断面为8.6m2,揭煤前采用锚网喷支护形式,完全揭开煤层后采用架梯形棚支护。1.2 地质情况 :该区域4煤为深黑色,粉末状,煤厚1.48~1.52m。其顶板岩性以粉砂质泥岩;底板以粉砂质泥岩。水文地质条件简单,局部含少量砂岩裂隙水。附探查钻孔剖面图。1.3 瓦斯情况1、根据钻孔资料,4煤层瓦斯含量为9.905ml/g。根据中国矿业大学提供的《卧龙湖煤矿103工作面瓦斯赋存研究报告》,10煤层瓦斯压力P大于相应的突出指标临界值,煤坚固性系数f小于临界值0.5,10煤层有突出危险性。1.4 通风系统:进风:主井→南轨道大巷→局部通风机及风筒→105机巷施工迎头回风:105机巷→105机巷回风斜巷→南轨南回一联巷→南翼总回风巷→风井局部通风:揭煤期间采用2台2×15KW局扇(一台备用)、一路直径600毫米的胶质阻燃风筒供风,采用双路电源供电,实现“三专两闭锁”。二、巷道揭煤防治突出措施2.1、目前巷道底板距煤法距3米,在巷底距离煤层法距10米、5米时已经进行了探查,并已经采取瓦斯抽放措施,并合茬抽放。2.2防治突出措施设计要求:具体措施设计要求如下:1、根据《防突细则》62条规定,石门揭煤钻孔布置应控制在巷道周界外3~5米的煤层中,本巷道设计抽放钻孔控制在巷道周界外3米煤层中。2、钻孔孔径:¢91mm。3、开孔位置:105机巷迎头。(J7点前26米处)4、由通防管理部进行钻孔设计,审批后、依照施工;每施工完一个钻孔必须由瓦斯检查员现场验收。此项工作目前已经施工完毕,并已经合茬抽放2.3、施工过程中为准确控制巷道与煤层法线距离,每次放炮前施工单位必须按照通防管理部探煤联系单要求施工探眼。直到巷道施工距煤层法距1.5米外时,采用远距离震动放炮一次全断面揭开煤层。 三、巷道揭煤防突措施的效果检验 3.1、执行防突措施后,必须进行措施的效果检验;用重庆生产的WTC突出预测仪,钻屑瓦斯解析临界指标进行预测。效果检验孔数:4个,其中巷道中间一个、并应该位于措施孔之间,其

第一。 局部瓦斯积聚是指体积在多少m3以上的空间内瓦斯浓度达到2%?答:0.5立方以上 平巷人力推车巷道坡度不得超过多少?答:巷道坡度不得超过7‰。 发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙应如何管理?答:必须有爆破工随身携带,严禁转交他人,不到爆破通电时,不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后,必须立即将把手或钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路。

2009年4月25日1时47分,海孜煤电Ⅱ1026机巷掘进工作面发生一起煤与瓦斯突出事故,突出煤量656t、瓦斯量13210m3,造成1人遇难。

二○一○年四月

它3个孔位于巷道上部和两侧,终孔位置应该位于措施控制范围控制的边缘线上。3.2、效果检验孔采用150钻机破岩进入煤层,采用¢42mm钻杆、¢73mm钻头钻进;效果检验孔必须布置在措施孔之间;3.3、钻进速度应该均匀,速度控制在1m/min以内;3.4、钻进过程每2米测定一次K1值;3.5、钻屑瓦斯解析临界指标K1max取0.4。只有K1max在临界指标以下时,措施有效;否则措施无效,当措施无效时,必须采取补打排放钻孔、延长排放时间,直至防突措施有效。3.6巷道揭煤(揭开煤层前):、当巷道掘进距离煤层法线距离1.5米时,必须停止掘进,采用远距离震动放炮揭穿煤层。震动放炮要求一次全断面揭开煤层,如果震动放炮没能揭开全断面的岩柱和煤层时,继续放炮仍然按照震动放炮有关规定执行,并必须加强支护,设专人观察瓦斯和观察突出预兆,发现有突出预兆,工作人员立即撤离到安全地点。、巷道揭开煤层后,过煤段仍必须严格执行“四位一体”防突措施。采取超前钻孔防突措施,并继续采用措施的效果检验;效果检验不超标时,方可按照规定掘进。四、远距离爆破安全技术措施组织领导及现场跟班人员职责1、矿成立巷道揭煤领导小组;组 长:副组长:成 员:2、揭煤前,由矿总工程师组织通防管理部、安全管理部、调度所、技术部、掘进事业部、机运科等单位对揭煤区域的通风系统、瓦斯管理、局部通风、隔爆设施、电器设备、巷道支护等进行一次全面检查。发现问题,及时进行整改。否则,严禁揭煤。3、准备工作:、技术部:负责提供详细的地质预报,以指导探煤及揭煤工作。、安全管理部:严格执行人员入井清点制度。、调度所:负责在放炮地点安装一部生产电话。、机运科:落实整个回风路线里有无电器设备,若有,在揭煤前必须一次全面的防失爆检查。、通防管理部①、揭煤前,加强对通风系统中的正反向风门的检查工作,以确保其完好。②、按规定在105机巷内安设一组隔爆设施,其安装要求符合规定。③、必须在105机巷每间隔50米设置一组压风自救装置,每组数量不少于5个,距工作面迎头25至40米范围内也必须安设一组压风自救装置,总数量不少于8个。压风自救装置由通防管理部组装,掘进事业部负责安装、使用、看管,保持完好。4、揭煤期间爆破时,每次放炮必须有总工程师全面指挥,掘进事业部负责现场警戒,停电,撤人。装药、联线、爆破工作由专职爆破工负责。准备工作完成后,由现场领导小组负责人向矿调度所汇报情况,得到同意后,方可进行爆破。5、揭煤范围:自巷道底板距10煤顶板1.5米位置起,直至10煤层被完全揭开。通风瓦斯管理1、 通风设施防突风门:在南轨南回一联巷、105机巷联络巷,各构筑两道防突风门,墙体厚度不得低于0.8m,门厚不小于0.5m,且保证墙体掏槽见实帮、实底。具体详见通风系统图2、 局部通风揭煤期间采用2台FBD-6型2×15KW局扇(一台备用),直径600毫米的胶质阻燃风筒供风,采用双路电源供电。并保证风电闭锁和瓦斯电闭锁灵敏可靠。局扇通风机必须由掘进事业部设置专职人员进行看管,严禁无计划停电,并执行现场交接班,风筒末端出口到工作面距离不大于5m。局部通风机供风不正常或者备用通风机不能正常工作时,严禁进行爆破作业。3、 瓦斯管理、通防管理部必须在该工作面设置专职瓦斯检查工,经常检查工作面及回风流的瓦斯情况,并熟悉突出预兆及避灾路线,严格实行现场交接班。、工作面瓦斯检查员及其他人员,发现有突出预兆,必须立即停止作业,撤离工作面人员,切断巷道内及回风流中电源并及时汇报矿调度所。、当爆破地点附近20m范围内瓦斯浓度达到1.0%时严禁爆破。、工作面巷道内体积大于0.5m3的空间内,积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,并采取措施进行处理。、对因瓦斯超限而切断电源的电器设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时方可恢复供电。、局部通风机因检修需要停止运转时,必须至少提前一个小班进行申请,并经矿总值班、及相关单位批准后,方可按规定时间停电。、局部通风机因故停止运转,必须查清原因,进行处理。在恢复通风前,必须检查瓦斯,只有在停风区中瓦斯浓度不超过1.0%或二氧化碳浓度不超过1.5%,且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工启动通风机。否则,必须按规定排放瓦斯。、揭煤期间,通防管理部必须加强工作面监控设备管理,定期进行校检、试断电,并有记录可查。4、 安全监测监测队必须按照规定安装瓦斯监控设备。T1:安设距迎头小于5米,距巷顶不大于300毫米,距巷帮不小于200毫米。报警浓度:³ 1.0% 断电浓度:³ 1.5% 复电浓度:<1.0%断电范围:掘进面内及回风系统内所有非本质安全型电器设备电源。T2:安设距离该巷道第一回风出口10~15米的巷道内,距巷顶不大于300毫米,距巷帮不小于200毫米。报警浓度:³ 0.8% 断电浓度:³ 0.8% 复电浓度:<0.8%5、断电范围: 105机巷内的全部非本质安全型电器设备。6、警戒点设置:共设6处详细见警戒图警戒人员由掘进事业部负责现场落实。7、撤人范围:放炮前,瓦检员、放炮员、跟班人员、105机巷及其回风系统内人员必须撤至各警戒点以外的安全地点。远距离震动放炮技术要求 1、远距离震动放炮要求放炮距离不低于300米(有防突风门除外),起爆地点在1#警戒点处的安全地点。2、采用远距离震动放炮时,连线方式严格按照《105机巷掘进作业规程》执行。3、揭煤放震动放炮工作由矿总工程师统一指挥,并有矿山救护队在指定地点待命,在接到所有警戒都安设好,警戒范围内的所有人员撤出,掘进工作面和回风流中电器设备停电后,方可下达放炮命令。震动放炮后,必须至少停30min之后,由矿山救护队进入工作面进行检查,当确认无异常情况时,方可撤除警戒,恢复送电,其他人员方可进入工作面,恢复正常工作。4、震动放炮一次全断面揭开煤层,若震动放炮未能一次全断面揭开煤层时,继续放炮仍然按照震动放炮有关规定执行,且必须加强支护,设专人检查瓦斯和观察迎头情况,发现有突出预兆,立即撤出人员,切断电源。5、震动放炮揭开煤层后,即进入煤巷掘进阶段,通防部防突工区及时编制《煤巷掘进防突措施》贯彻执行。 五、安全防护措施1、工作面必须有独立可靠的通风系统,并保证回风系统中风流畅通。2、加强瓦斯监控装置的维护,并按要求定期校检,确保瓦斯传感器灵敏、可靠。揭煤前迎头和风井区域内的所有瓦斯传感器必须进行一次校检,并有记录可查。3、工作面必须设置专职瓦检员和放炮员并严格执行现场交接班制度,经常检查工作面及回风流的瓦斯情况,出现异常,及时汇报、处理;严格执行“一炮三检、一炮三泥、一炮三警戒、三人连锁放炮制度”。4、加强局部通风管理,确保掘进迎头有足够的风量。5、掘进事业部必须加强迎头顶板管理①巷道完全揭开煤层时,必须加强顶板支护。②严禁空顶作业,冒顶处接上实顶。③遇地质构造顶板破碎、巷道压力增大时,要采取缩小棚档距和短掘短支、超前支护等防冒顶措施。6、防尘设施齐全,雾化效果好;并保证喷雾使用正常。7、揭煤期间爆破时,通防管理部、掘进事业部必须各有一名副科级以上管理干部现场跟班。8、所有掘进工作面及其回风系统的班队长以上干部、工程技术人员、流动电钳工必须携带便携式瓦检仪。9、进入工作面的所有施工人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆:①巷道压力增大、破碎、变形、掉渣、煤块崩出、底鼓,打眼时出现顶钎、夹钎、喷孔、装药顶炮等;②空气变冷、煤质干燥、煤层颜色暗淡;③有闷雷声、响炮声、爆豆声,深部岩层或煤岩层出现破裂声等异常声音;④瓦斯浓度变化大,忽大忽小等。发现上述情况之一的,必须立即停止施工,撤出人员,及时向矿值班调度及有关单位汇报,只有在采取有效措施并确认无突出危险后方可恢复施工。10、进入工作面的所有人员必须经过防突知识培训并经考试合格后方可进入该工作面工作。11、进入工作面的所有人员都必须随身携带隔离式自救器,并会熟练使用。六、执行防突措施的岗位责任制一、明确责任&n bsp; 各级人员应负的责任应明确规定,具体包括施工单位班队长、防突工、瓦检员、放炮员、安监员及其他作业人员等。二、责任划分1、施工单位:、施工单位成立防突小组,并设有一名干部专门负责防突工作。、施工单位负责作业场所的管理,负责保证风、水、电的正常使用,负责清理积货,为打钻施工创造条件。、负责定期对本作业地点的电器设备的正常检修,确保电器设备完好。、施工单位队长是执行防突措施的第一责任者,负责协助“四位一体”防突措施的落实。并将剩余进尺数通知通防调度。、施工单位副队长是执行防突措施的直接责任者,主要负责:①、协助“四位一体”防突措施的落实,负责现场预测孔、及效果检验孔的施工(用钻机施工除外)。②、当遇到突出预兆时,立即停止作业并向矿调度所、有关领导和单位汇报;同时负责施工中遇到的卡钻、顶钻、喷孔等事故的处理。③、当遇到明显突出征兆或发生煤与瓦斯突出时,组织人员按避灾路线及时撤离现场,停电并汇报矿调度所。2、通防管理部:(防突工)、对打预测孔、措施孔、效果检验孔等现场监督;施工过程中必须详细记录开孔位置、钻孔倾角、方位、孔深及岩性情况。、根据现场迎头地质情况进行综合分析,以确定布孔方位、倾角、数量等参数并向部技术室汇报。、负责预测预报、测点位置标注、防突牌板吊挂和及时填写预测牌板中的预测结果、做报表、签报表等,现场跟班落实防突措施的执行。、施工中遇到的卡钻、顶钻、喷孔严重、瓦斯涌出忽大忽小或其它异常时要详细记录;掘进过程中工作面出现明显突出预兆时,要立即停止作业,切断电源,撤出人员,并及时向矿调度、部调度及值班汇报情况。待采取措施后,方可恢复正常作业。3、通防管理部:(瓦斯检查员)、负责监督防突措施的落实,确保不超规定进尺。、负责施工现场的瓦斯检查并参与打钻验收,瓦斯超限立即停止工作,切断电源,撤出人员,采取措施,进行处理,并及时向通防调度和矿调度所汇报。、当遇到突出预兆时,立即停止作业并向矿调度所、有关领导和单位汇报。、当遇到明显突出征兆或发生煤与瓦斯突出时,协助施工单位班队长组织人员及时撤离现场,施工单位专职电工及时停电,并汇报矿调度所。、负责向通防调度汇报当班进尺和剩余数。4、安全管理部:、负责监督、检查防突措施的执行、落实。、负责监督、检查作业场所的管理,严防冒顶造成瓦斯超限。、当遇到明显突出征兆或发生煤与瓦斯突出时,协助施工单位班队长组织人员及时撤离现场,停电并汇报矿调度所。5、机运科:负责监督施工单位进行井下机电设备管理,根据《规程》规定进行机电设备完好检查,杜绝电器失爆现象。6、技术部: 、地测部门及时提供作业场所地质说明书、地质预报及业务联系单;以便根据煤层赋存、瓦斯地质、构造、标高等情况;修订防突措施。、施工设计改变时,技术部必须及时向施工单位及通防管理部提供相关设计图纸、设计说明书,以便及时调整防突措施。7、调度所:、必须及时做好该掘进工作面的综合调度,并及时记录。、接到异常情况及时向矿总值班汇报。、打钻地点由调度所安装一部生产电话,以便出现紧急情况及时向调度汇报处理七、其它一、附超前探眼 分析图图二、附揭煤爆破图表三、附揭煤时期通风系统图(含放炮警戒图)四、巷道完全揭开煤后,全煤掘进时由施工单位另外补充施工措施。五、其它未尽事宜按《105机巷掘进工作面作业规程》执行。 揭煤爆破参数设计表 1、预期爆破效果表序号 名 称 单 位 数 量1 炮眼利用率 % 902 循环进尺 M 1.83 每循环爆破实体岩石 M3/循环 23.974 单位岩石炸药消耗量 Kg/ M3 1.875 单位岩石雷管消耗量 个/ M3 2.596 每米巷道炸药消耗量 Kg/M 24.897 每米巷道雷管消耗量 个/M 34.442、爆破原始条件序号 名 称 单 位 数 量1 掘进断面 M2 13.32 炮眼深度 M 2.03 炮眼个数 个 623、爆破参数表类别 眼号 眼深mm 角 度 每眼装药量kg 使用雷管 联线方式 起爆顺序 循环消耗量 水平 竖直 掏槽眼 1~6 2200 83° 90° 1.2 6 串 联 Ⅰ 炸药种类:水胶炸药消耗量:36.4Kg/循环雷管种类:毫秒电雷管消耗量:62发/循环辅助眼 7~30 2000 90° 90° 0.8 24 Ⅱ 周边眼 31~55 2000 89° 89° 0.4 25 Ⅲ 底眼 56~62 2000 90° 87° 1.2 7 Ⅳ

一、事故经过

会 审 栏

2009年4月25日夜班,施工Ⅱ1026机巷的掘进四区11队出勤12人,区长赵文彬在班前会安排工作面正常进尺,人员到达作业地点后,经安全确认后开始施工。注水完毕后,班长王言旭和史历到迎头准备落煤进尺,这时,在迎头紧固帮锚杆的工人焦春才说:有点片帮,你干活时注意一下顶板。史历发现迎头右帮肩窝煤壁有位移现象,顶板也在下沉,紧接着,听到类似响雷声音,史历喊了一声“快跑”!迎头所有人员随即撤离。在撤离过程中,身后不断传来煤炮声,煤尘飞扬。逃离人员在距机巷口约100m处相继昏倒。几分钟后,昏迷人员陆续苏醒撤出,经清点,11人安全撤离,1人(王吉永)失踪。27日15时15分,将死者扒出。

矿 长: 年 月 日

三、事故原因

总工程师 : 年 月 日

1、II1026机巷掘进工作面受相邻区段采空区上覆的巨厚火成岩影响,其前方煤体应力集中,煤层瓦斯含量增大,未采取针对性防治措施,使用风锤、浅孔动压注水诱导煤与瓦斯突出。

安全矿长: 年 月 日

2、防突技术管理不到位。矿未按《安徽省煤矿瓦斯治理规定》及《安徽省构建煤矿瓦斯综合治理工作体系实施办法》规定对-660m至-700m区域10煤按突出煤层管理,未请有资质的部门对10煤突出危险性进行鉴定。

生产矿长: 年 月 日

3、对Ⅱ102采区在巨厚火成岩下开采,未采取针对性的防治措施。

机电矿长: 年 月 日

4、防突安全管理不到位。Ⅱ1026机巷预测报告单中未报告在预测钻孔施工过程中出现的多次吸钻动力现象,未反映预测过程的真实情况。

通风科长: 年 月 日

三、防范措施

防突队长: 年 月 日

1、进一步提高对防突工作重要性的认识,提升决策层、管理层、技术层的防突工作意识。

施工队长: 年 月 日

2、高度重视非突出煤层向突出煤层转化的预警工作,增强防突工作的前瞻性和敏感性。

救护队长: 年 月 日

3、进一步健全瓦斯治理技术支撑体系。煤矿总工程师切实履行职责,发挥在矿井生产接替、采掘布局、瓦斯治理等决策的核心作用。

编 制: 唐佐彬 2010年4月5日

4、进一步加强巨厚火成岩下开采的火成岩移动规律以及对采掘工作面安全生产的影响、可能产生的安全隐患的研究论证,提出针对性的对策,消除巨厚火成岩下开采带来的安全威胁。

会审意见:

前言…………………………………………………………………………………4

一、石门揭煤区域煤层、瓦斯、巷道布置及地质资料的基本情况……………5

1302运输巷工作面概况……………………………………………………5

1302运输巷施工措施………………………………………………………7

岩巷过断层带地质资料分析………………………………………………8

二、建立安全可靠的独立通风系统,并加强控制风流设施的措施……………8

三、控制突出煤层层位、测定煤层瓦斯压力及确定岩柱厚度的措施…………10

1、前探地质孔确定煤层相对位置…………………………………………………10

2、煤层突出危险性预测……………………………………………………………11

3、煤层瓦斯压力测定………………………………………………………………11

4、控制岩柱厚度的措施…&helli

p;………………………………………………………12

四、石门揭穿突出煤层的防治突出措施…………………………………………13

区域综合防突措施…………………………………………………………13

1、区域预测…………………………………………………………………………13

2、区域防突措施选择………………………………………………………………13

3、区域防突措施设计………………………………………………………………14

4、预抽瓦斯钻孔封孔要求…………………………………………………………14

5、抽放效果指标及效果检验………………………………………………………15

6、区域验证…………………………………………………………………………15

局部综合防突措施…………………………………………………………16

1、石门揭煤工作面突出危险性预测………………………………………………16

2、工作面防突治煤与瓦斯突出措施………………………………………………17

3、工作面防突措施效果检验………………………………………………………17

4、石门揭煤前验证…………………………………………………………………18

五、安全防护措施&hell

ip;………………………………………………………………18

设置防突反向风门………………………………………………………19

设置避难所和压风自救系统……………………………………………19

震动爆破…………………………………………………………………20

其他安全防护措施………………………………………………………24

六、局部通风、瓦斯管理及监测监控措施……………………………………26

七、组织管理措施………………………………………………………………29

1302运输巷过断层石门揭煤专项防突设计

说 明 书

根据仁怀赵汝良煤矿2010年1月编制的《2010年采掘接替计划》,决定2010年度继续掘进 745m水平1302运输巷。 2009年1302工作面掘进过程中遇一斜交逆断层F1,走向断距40m,方位N62E,距开口点95m。现工作面全为岩巷,已掘岩巷56m,根据现施工3个前探地质孔提供的资料分析,该石门工作面迎头上部距煤层水平距离14 m,法向距离9 m。由于将揭穿的C13煤层为突出煤层,为此,必须按照《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQl026—2006)的要求,采取综合防突措施,并编制专门的防治突出设计,报有关部门批准。

一、石门揭煤区域煤层、瓦斯、巷道布置及地质资料的基本情况

1302运输巷工作面概况

1、地面相对位置及邻近区域巷道布置基本情况

地面相对位置及邻近开采情况表图片 1

2、煤层及围岩特性、地质构造

煤层及巷道围岩特征:C13煤层下距C7煤层43m,煤层最大厚度2.5 m ,最小厚度1.6 m ,平均2.2 m。煤层较稳定,常见二层夹矸厚0.1 m-0.6 m,倾角为30°-50°,平均40°。 C13煤层老顶为粉砂岩,中厚层状;直接顶为粉砂岩、页岩,薄层状,厚1.5m左右;伪顶为页岩、粉砂岩,厚度1m左右;底板为粉砂岩、泥岩,厚度0.5m左右,下部为黄铁矿,再下部为茅口灰岩,质坚硬,厚层状。

地质构造:矿区内无断裂构造,为单斜煤层,构造复杂程度较简单。2009年1302工作面掘进过程中遇一斜交逆断层F1,走向断距40m,方位N62E,距开口点95m。

3、矿井瓦斯等级、煤层自燃发火倾向、煤尘爆炸性。

瓦斯等级:根据2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复结果,仁怀市赵汝良煤矿绝对瓦斯涌出量3.07m3/min,相对瓦斯涌出量24.31m3/t,为高瓦斯矿井。

煤层自燃发火倾向:经鉴定C13煤层无煤尘爆炸性。

煤尘爆炸性:经鉴定煤层自燃倾向性属III类,为不易自燃煤层。

4、矿井瓦斯及煤与瓦斯突出情况

煤层瓦斯含量及瓦斯涌出量预测

由于地质报告未提供C5、C7和C13煤层瓦斯含量数据,根据《采矿设计手册》中给出的的经验公式计算预测C5煤层瓦斯含量11.32 m3/t, C7煤层11.38 m3/t, C13煤层14.38 m3/t,矿井最大瓦斯涌出量30 m3/t。

煤与瓦斯突出情况

我矿可采煤层C5、C7和C13三层,其中C5、C7煤层在探钻中发生过动力现象;2009年我矿开采C13煤层在掘进过程中共发生过两次煤与瓦斯突出现象,第一次发生在2009年7月26日零时45分,突出地点为1301采面(13#煤层)下口掘进安全人行道时,发生动力现象。该点距1301运输巷10m、距车场约400m、标高 775m处,抛出的煤量为8.5t,突出瓦斯量为450m3,抛出煤炭的吨煤瓦斯涌出量为53 m3/t;第二次发生在2009年8月22日24时40分,突出地点为C13煤运输大巷距车场约250m、标高 775m处,抛出的煤量为12.0t左右,突出瓦斯量为650m3,抛出煤炭的吨煤瓦斯涌出量为54.2 m3/t。2009年9月10日由中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的《赵汝良煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》可知,我矿C5、C7和C13煤层具有煤与瓦斯突出危险性,为突出煤层。因此,我矿在采掘作业时必须采取预测预报、防治突出措施、效果检验和安全防护措施的“四位一体”的综合防突措施,防止发生煤与瓦斯突出事故。

5、影响掘进施工安全主要因素

C13煤层顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩,其抗压强度均较低,易破碎,稳定性差;底板为粘土泥岩,吸水后易膨胀,给支护带来一定困难,必须加强顶板管理,防止垮塌而诱导煤与瓦斯突出。

②掘进过程中局部可能受小断层、裂隙的影响,必须执行边探边掘的措施,防止发生瓦斯和水灾事故。

1302运输巷施工措施

1、掘进作业方式

岩巷段采用风锤打眼(在煤层段用电煤钻打眼),放炮落煤,在煤层松软,层理紊乱,易垮落时,经矿总工程师同意后,采用手镐作业。

炮眼布置方法:在碛头中部对称布置三对掏槽眼,四周均匀布置辅助眼和周边眼。

炮眼规格:眼径φ=42mm,眼长l=1.4m。

爆破方式及说明:掘进工作面岩石段使用2#岩石炸药,煤层段使用3#煤矿安全炸药,1-5段毫秒延期电雷管正向起爆,全断面串联一次起爆。

2、巷道断面

根据采区运输巷用途,设计巷道为梯形断面,巷道净高2000mm,上净宽1800mm,下净宽2600mm,巷道净断面4.4m2,毛断面5.39m2。

3、巷道支护

①临时支护采用前探梁支护,回定在靠工作面的前三排棚梁上,前探梁上用方木板梁(2400-3200 mm×150 mm×50mm)维护。木板梁两端伸出前探不小于200 mm,工作面迎头空顶距离不超过600mm。

②前探梁及吊环规格:吊环由机电队制作并经过强度试验的专用吊环。其规格为:

A、前探梁选取一:直径75.5 mm,长3 m以上。吊环:直径125 mm,长12cm的钢管(管式吊环)。

B、前探梁选取二:15kg/m以上的钢轨,长3.0m以上。吊环:用厚度为12 mm钢板制作的专用吊环(U形吊环)。

临时支也可采用单体液压支柱配合绞接顶梁支护,迎头空顶距离不超过600mm。

采用梯形工字钢支护,梁长2000mm,腿长2300-2450mm,架厢支护必须架正架牢,稳固可靠,装料三方必须用竹笆或排柴背严扛实,帽子角尖紧楔子,柱子脚窝抵拢实底,装料三方必须钉各不少于三块拉板,垮空棚顶必须绞架接顶。要求棚间距0.8m,特别破碎带,棚距不大于0.6m,柱窝深不小于100mm。

岩巷过断层地质资料分析

2009年1302工作面掘进过程中遇一斜交逆断层F1,走向断距40m,方位N62E,距开口点95m。现已掘进岩巷56m,方位角α=185°

; 巷道坡度β=3‰,由茅口组灰岩经C13煤层底板进入C13煤层,根据前探地质孔资料分析,预计现迎头掘进至14 m(巷道中心线水平距)处揭煤。揭煤点煤层倾角40°,详见岩柱控制图。(附赵汝良煤矿综合地层柱状图)

二、建立安全可靠的独立通风系统,并加强控制风流设施的措施

1、选择正确的通风系统,并保证稳定可靠

矿井必须保证通风系统合理、稳定、可靠、正常运转,采掘面实行独立通风系统,及时密闭已采过的巷道,防止漏风损失,加强回风巷及运输巷的维修,保证有足够的通风断面,按《煤矿安全规程》的要求配足各工作面风量,以满足安全生产的需要。

1302运输巷必须具有独立、可靠、畅通的回风系统,爆破时回风系统必须切断电源,严禁人员作业和通过。

2、严格主通风机的管理和使用,满足矿井通风的需要

①风井通风设施随时保证完好,漏风量符合规定。

②主通风机必须保证正常运转,电钳工每月检查一次主通风机的完好状态。

③主通风机因检修等原因造成矿井有计划停风时,必须制定停风的安全技术措施,突然发生的故障停止运转,立即打开防爆门和有关风门,形成自然通风,若停运在10min以内,采掘面回风侧人员撤至进风巷,其它井下人员就地待命,如停风时间在30min以内则通知井下人员撤至进风大巷中,若停运在30min以上,立即通知井下人员尽快从安全出口撤至地面。

3、构筑合理、可靠的通风设施

设置防突反向风门

①防突反风向门设在1302运输巷开口点向里51m处,距工作面迎头112m,在发生突出时的瓦斯能顺利沿回风道流入回风系统;防止突出后的瓦斯逆流涌入 745水平巷道和其它采区。

②两道防突反向风门(与工作面距离不足70m应设置至少3道反向风门)必须牢固可靠,风门墙垛可用砖或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m,墙垛厚度不得小于0.8m,门框和风门可采用坚硬的木质结构,门框厚度不得小于100mm,带铁皮风门厚度不得小于50mm,两道风门之间的距离不得小于4m。反向风门距离工作面回风巷不小于10m。

③放炮时风门必须关闭,对通过内墙垛的风筒,必须设有隔断装置。放炮后,由安全管理人员进入检查时,必须把风门打开并顶牢。

调节风门设在距离1302运输巷开口点26m,其质量技术

标准:

A、设正反向风门两组,间距不少于5m,并且进行联锁;

B、风门前后5m内支护良好,巷道内无杂物、积水、淤泥,风门厚度不小于50㎜,门垛墙用不燃性材料建筑,厚度不小于0.5m,四周掏槽深0.2-0.3m,见实帮实底;

C、风门结构严密,漏风少,向关风门方向缓倾斜80-85度。门框要包边沿口,有衬垫,四周接触严密;

D、风门水沟要设反水池或挡风帘,电缆、管路孔要堵严;

E、风门的开关状态要在矿井通风安全监控系统中反应。

4、加强通风设施管理

①矿井各种控制风流的设施要符合《煤矿安全规程》和《煤矿通风设施技术质量标准》要求。

②日常加强对通风设施和矿井巷道进行检修、维护。

③通风设施随生产现场的变化及时调整和安设,保证各用风点的有效风量。

④各风门必须进行联锁并有语音提示装置,有专人进行检查和维护,确保随时正常使用。

⑤各班组对本工作范围内的通风设施的管理和使用负责,严禁任意损坏或变更。

三、控制突出煤层层位、测定煤层瓦斯压力及确定岩柱厚度的措施

1、前探地质孔确定煤层相对位置

现石门迎头开口点(现场作好标记点)预计掘进14m(巷道中心线水平距)处揭开C13煤层,此开口点距C13煤层法向距离预计只有9m,故利用此9m岩柱作为安全屏障,采用ZDY-620型煤矿用坑道钻机沿石门揭煤工作面顶、中部各打一个控制C13煤层层位和瓦斯情况的钻孔。

二个控制钻孔必须穿透C13煤层全厚且进入顶板0.5m,并详细记录岩芯资料。钻孔直径Φ=65mm,控制突出煤层前探地质孔施工参数如下:图片 2

2、煤层突出危险性预测

因C13煤层具有煤与瓦斯突出,故不做石门揭煤工作面突出危险性预测,按石门揭煤突出危险性工作面进行管理工作。

3、煤层瓦斯压力测定

在石门工作面距煤层法向距离9m(平距14m)处停止掘进,至少打2个穿透煤层全厚的测压孔(孔径65mm),测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其它与突出危险性相关的参数,以便重新验证煤层的突出危险性,采取相应的防范措施。

为准确得到煤层原始瓦斯压力值,测压孔应布置在岩层比较完整的地方,但测压孔与探地质孔两者在见煤点之间的间距不得小于5m。测定煤层瓦斯压力钻孔施工参数如下:

石门测定煤层瓦斯压力钻孔施工参数表图片 3

4、控制岩柱厚度的措施

1302运输巷过断层揭煤过程中,必须严格控制岩柱,防止误穿C13煤层,要求采取如下措施:

该石门开口前,施工队必须紧靠碛头两帮腰线位置各打一组深度不小于0.3m的“品”字形记眼作标志,施工队每班必须坚持“探三米五进一米”的原则,即探3.5米进1米。岩柱必须留足平厚3.11m,真厚2m,若岩石破碎,可适当增加,其增加量由矿总工程师确定,碛头必须保证在一个平面内,并将巷道的浮矸、杂物清理干净,巷底在一个平面上。

在测量岩柱进度时以记眼为准,每班由跟班矿长将记眼到碛头的距离如实报告揭煤工作领导小组组长,矿调度室做好记录。

清岩柱前,矿测量人员必须确定巷道掘进方位,石门方位必须与排放中心方位重合,掘进方位185°并确定石门断面处在防突措施孔的有效控制范围内。

为防止误穿煤层,在石门工作面距煤层垂距5m时,在石门工作面顶部、

两侧和底部中央补打3个直径¢为42mm的超前钻孔,其超前距离为2m。当岩巷距煤层垂距不足5m且大于2m时,为防止岩巷误穿煤层,停止掘进,采取前探措施,确定煤层层位及厚度,保证岩柱厚度不小于2m,平距3.11 m。

清岩柱时放炮警戒位置如下:

A、主平硐入总回风巷入口风门外2m处;

B、 818m回风平巷与区段回风下山交岔点30m处;

C、 745m水平二级水仓进风石门至1302运输巷入口处;图片 4

四、石门揭穿突出煤层的防治突出措施

区域综合防突措施

1、区域预测

根据《赵汝良煤矿煤与瓦斯突出危险性性鉴定报告》可知,我矿C5、C7、C13煤层为突出煤层。故采掘作业前不进行区域性防突预测,而直接对开采煤层采取区域综合防突措施和局部综合防突措施。

2、区域防突措施的选择

根据我矿煤层赋存条件和设施、设备、技术能力的实际情况,区域防突措施采取在石门工作面迎头打穿层钻孔预抽煤层瓦斯。

3、区域防突措施钻孔设计

⑴钻孔采用ZDY-620型煤矿用坑道钻机施工,孔径Φ=65mm。

⑵钻孔技术参数设计

预抽瓦斯钻孔在距石门揭煤垂距为7m处布置,即该石门现开口点掘进2m(法向距)后停止掘进,实施预抽放煤层瓦斯。钻孔在煤层中的控制范围:必须控制到巷道轮廓线外:沿煤层走向两侧和上帮各12m,下帮6m,孔底间距为3 m。石门预抽瓦斯钻孔设计见附图。

⑶在打钻过程中必须严格按设计施工,钻孔应均匀布置,并认真作好各钻孔参数施工原始记录。

4、封孔要求

钻孔施工完毕后必须立即进行封孔,封孔深度不小于5m,用黄泥、膨胀水泥或聚胺脂等材料封孔,确保孔口严密不漏气。要求孔口抽采负压不得小于13kpa,预抽瓦斯浓度不低于30%,否则,应改进封孔措施,提高抽放效果。

5、抽放效果指标及效果检验

抽放效果指标

根据《煤矿瓦斯抽采指标基本要求》的规定,突出煤层的工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力,则必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下或将煤层瓦斯压力降到0.74Mpa以下,其控制石门巷道轮廓线外8m以上(煤层倾角﹥8°时,底部或下帮5m)。钻孔必须穿透煤层的顶板0.5m以上。若不能穿透煤层全厚,必须控制到工作面前方15m以上。

区域防突措施效果检验

在进行预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,必须事先检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求,不符合设计要求的,不予检验。 根据《防治煤与瓦斯突出规定》第53条和第55条相关规定,对预抽区域进行煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量或采用钻屑瓦斯解吸指标法进行区域措施效果检验。根据我矿实际情况采用以下方法之一:

测定煤层残余瓦斯压力

在石门揭煤区域布置4个检验测试点,分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧,并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围。通过打孔安装瓦斯压力表,测定煤层残余瓦斯压力。如果检测点煤层残余瓦斯压力均降至0.74Mpa以下,则区域防突措施有效,否则应继续采取区域防突措施直到措施有效为止。

采用钻屑瓦斯解吸指标法

在石门预抽煤层期间,采用钻屑瓦斯解吸指标法对区域措施进行效果检验,检验孔数为5个,分别位于石门上中下部和石门两侧,并位于措施孔中间,终孔位置位于措施孔控制范围的边缘上。岩层段用ZDY-620型钻机施工,孔径65mm,煤层段用电煤钻施工,孔径42mm,孔深为穿透煤层全厚,煤样为湿煤。当所有检验指标K1值小于0.4mL/(g.min1/2)且未发现其他异常情况(喷孔、顶钻及其他明显突出预兆)时,为无突出危险区;当任一检验指标K1≧0.4mL/(g·min1/2)或发现其他异常情况时,为突出危险区,预抽防突效果无效,应继续采取区域防突措施直到措施有效为止。

6、区域验证

按下述石门揭煤工作面突出危险性预测方法进行。

局部综合防突措施

1、石门揭煤工作面突出危险性预测

在距突出煤层最小法向距5m(地质构造复杂带、岩石破碎的区域,应适当加法线距离)前进行预测。

采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面的突出危险性。

预测孔布置及参数:在石门工作面中部和腰线位置靠两帮各打一个预测孔,共3个,岩层段用ZDY-620型钻机施工,孔径65mm,煤层段用电煤钻施工,孔径42mm,孔深为穿透煤层全厚。

突出危险临界值的确定:参照《防突规定》第73条,当所有预测指标K1值小于0.4mL/(g.min1/2)且未发现其他异常情况时,工作面预测为无突出危险;当任一预测解吸指标K1≧0.4mL/(g·min1/2)或发现其他异常情况时,工作面预测为有突出危险,工作面必须采取防治煤与瓦斯突出措施。

④采用钻屑指标法,测试仪器为WTC—1煤与瓦斯突出预测预报仪,根据测定结果来预测煤与瓦斯突出危险性。

⑤当预测为无突出危险时,可掘进至远距离放炮揭穿前的工作面位置(法向距离3m)。

图片 5

2、工作面防突治煤与瓦斯突出措施

采用超前排放钻孔的防治突出施:在石门工作面距煤层垂距5m时,停止掘进,打49个孔径为¢65mm穿透煤层全厚的排放钻孔,要求钻孔控制石门巷道轮廓线外:沿煤层走向两侧各5 m,上帮5m,下帮3m,孔底间距为2m。石门排放瓦斯钻孔布置见附图。钻孔设计参数如下:

745m水平1302运输巷过断层石门排放孔施工设计参数表

图片 6

图片 7

3、防突措施效果检验

(1工作面采取排放钻孔的防突措施7d后,按预测方法对措施进行效果检验,检验孔数为5个,分别位于石门上中下部和石门两侧,并位于措施孔中间,终孔位置位于措施孔控制范围的边缘上(检验孔布置见附图)。岩层段用ZDY-620型钻机施工,孔径65mm,煤层段用电煤钻施工,孔径42mm,孔深为穿透煤层全厚,煤样为湿煤。当所有预测指标K1值小于0.4mL/(g.min1/2且未发现其他异常情况时,工作面预测为无突出危险;当任一检验指标K1≧0.4mL/(g·min1/2)或发现其他异常情况时,工作面预测为有突出危险,工作面必须采取防治煤与瓦斯突出措施直到有效为止。

经效果检验措施有效无突出危险时,可掘至远距离放炮揭穿前的工作面位置(法向距离2m)。有突出危险则继续排放,经重新检测,直到确认无危险时,方可按措施要求掘进。

图片 8

4、石门揭煤前验证

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第63条规定,当巷道掘进至远距离震动放炮揭穿煤层前的工作面位置(法向距离2m)时需进行最后一次验证。

采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤前工作面的突出危险性。

预测孔布置及参数:在石门工作面中部和腰线位置靠两帮各打一个预测孔,共3个,岩层段用ZDY-620型钻机施工,孔径65mm,煤层段用电煤钻施工,孔径42mm,孔深为穿透煤层全厚。

突出危险临界值的确定:参照《防突规定》第73条,当所有预测指标K1值小于0.4mL/(g.min1/2)且未发现其他异常情况时,工作面预测为无突出危险;当任一解吸指标K1≧0.4mL/(g·min1/2)或发现其他异常情况时,工作面预测为有突出危险,工作面必须采取或补充防治煤与瓦斯突出措施。

④采用钻屑指标法,测试仪器为WTC—1煤与瓦斯突出预测预报仪,根据测定结果来预测煤与瓦斯突出危险性。

⑤当预测验证仍无突出危险时,则在采取安全防护措施的条件下采用远距离震动爆破揭穿煤层,否则,必须采取或补充工作面防突措施。

五、安全防护措施

设置防突反向风门

①防突反风向门设在1302运输巷开口点向里51m处,距工作面迎头112m,在发生突出时的瓦斯能顺利沿回风道流入回风系统;防止突出后的瓦斯逆流涌入 745m水平巷道和其它采区。

②两道防突反向风门(与工作面距离不足70m应设置至少3道反向风门)必须牢固可靠,风门墙垛可用砖或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m,墙垛厚度不得小于0.8m,门框和风门可采用坚硬的木质结构,门框厚度不得小于100mm,带铁皮风门厚度不得小于50mm,两道风门之间的距离不得小于4m。反向风门距离工作面回风巷不小于10m。

③放炮时风门必须关闭,对通过内墙垛的风筒,必须设有隔断装置。放炮后,由安全管理人员进入检查时,必须把风门打开并顶牢。

设置避难所和压风自救系统

①避难所设在 745m水平二级水仓进风石门巷道内,随着工作面向前掘进

每隔150m设一避灾硐室。

②避难所设置向外开启的严密的隔离门,其方向朝向工作面迎头,室内净高不得低于2m,净宽1.8m,深2.0m。内设一组压风自救系统,呼吸嘴为16个,另悬挂16个自救器。避难所内支护必须保持良好,并设一直通地面调度室的电话(号码25) 。

③避难所内设供给空气和饮用水的设施。根据我矿实际情况,采用压缩空气供风,每人供风量不得小于0.3m3/min,在供风管路上设减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴。

④巷道内每隔50m设置一组压风自救器,且距迎头距离不得大于40m。每组压自风自救器设呼吸嘴8个,压缩空气量每人不得少于0.1m3/min。

⑤压风自救系统安设在井下压缩空气管路上。

⑥压风自救器有专人定期检查和维护且必须处于常开状态。

1、揭煤炮眼施工安全技术措施

石门揭煤前,必须预留不低于2m的保护煤柱,若岩石松软、破碎,应加大法向距离至2.5m。

施工揭盖炮眼时,必须按设计规定一次施工完毕,安全员、瓦检员、施工队队长和带班矿长一起现场值班。

必须保证揭盖眼的施工质量,其炮眼布置角度和深度等参数符合爆破说明书要求。

揭盖眼施工时,瓦检员随时检查瓦斯,掌握其变化情况,工作面瓦斯小于1.0%时才能施工,否则严禁打眼作业。

工作面出现瓦斯变化异常及突出预出预兆等情况时,必须立即停止作业,及时将井下人员撤到安全地点,待采取措施处理后,方可恢复工作。

施工揭盖眼时,煤眼(即深眼)应打拢煤层顶板,岩眼(即浅眼)距煤层保持0.2m的间距,若岩眼误穿煤层,在装药时必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥。

2、震动爆破说明及注意事项

炮眼布置(见附图):

A、掏槽方式:采用垂直楔形掏槽。

B、炮眼排列方式:煤眼和岩眼交错相间排列。

炮眼参数:眼径42mm,眼深:煤眼为3.8m;

岩眼为1.8m,炮眼个数为39个(其中煤眼16个,岩眼23个)。

装药量和雷管消耗(见爆破说明书)

图片 9

爆破说明:选用近期出厂的3号煤矿安全许用炸和1—5段毫秒延期电雷管(严禁用过期的炸药和雷管)串联正向爆破,发爆器型号为MFD-200型。

装药前应将炮眼内的碴子、灰尘吹干净,装药后,原打的排放钻孔、探眼等未装药的炮眼必须使用黄泥堵严、封满。

鉴定雷管分段数在前一天进行导通试验,并要求雷管的电阻差不得超过0.3欧。符合规定后方可投入使用。雷管的段数应严格分清,药包一律采用正向装填,装药、联线工作只能由放炮员一人完成。

放炮员在装药填煤眼时,煤层与岩层的交接面必须用不低于0.25m的炮泥隔开。炮眼装药示意图如下:

图片 10

装填炸药时,为了避免差错,应按设计将孔编号挂牌,凭牌取药,记录员监察对照,记录校核数据。

所有炮眼都在炸药与封泥之间装2个水炮泥,封泥都必须密实地装至孔口。

联线前,应在迎头300m外所有可能进入放炮地点的通道上担任警戒,不准与此工作无关的人员进入装药地点,装药时,矿带班领导现场指挥。

爆破母线必须采用专用电缆,放炮母线在巷帮悬挂好,有水的地方应进行必要的保护。接入母线后,应在放炮地点再次测定总电阻,检查与设计网络阻值的误差不超过10%时,即可通电放炮。

爆破使用的爆破线在联接前进行放电检查,确保线路畅通无阻,所有接头应保持接触良好,联线完毕后要仔细检查,防止漏接。

炮眼联线方式为串联,放炮母线由工作面经两级提升下山直接引至主平硐至回风井风门外30m处,共计长790m。实际联线时,尽可能减少接头,接头用砂布擦净,绞接紧密牢固,用胶布包好。

装药联线工作结束后,工作面所有人员应同时撤到地面。

揭煤时,每个井口外必须设岗警戒,井口附近20m范围内严禁烟火。石门揭煤放炮时,必须待井下人员均撤到井外后,方可下令放炮,放炮地点设在 848m水平主平硐内,距离至 848m水平回风大巷风门30m处。

爆破30min后,由救护队员进入工作面检查,一切正常后,除本工作面停24h外,其余区域可恢复送电。

若未一次全断面揭穿煤层,以后每次放炮仍按本措施执行,直到掘入顶板为止。

爆破网路电阻及起爆电流计算

联线全部采用串联,每个煤眼装2个电雷管,每个岩眼装1个电雷管,雷管电阻不超过6欧/个,(包括脚线在内),放炮母线电阻控制在20—30欧/100m,工作面迎头到主平硐震动放炮拉炮地点790m。

①雷管电阻R1=6×55=330欧

②母线电阻R2=30×750/100=225欧

③爆破网络总电阻R=R1 R2=555欧

④起爆电流

FBD-200型发爆器输出的电压可达2900V,起爆电流I=2900/555=5.23A。5.23A的起爆电流大于镍络桥丝雷管串联准电流1.5A的三倍以上。

⑤FBD-200型发爆器引爆电阻总电阻验算,其总电阻值为R3=200×6=1200欧>555欧。

因此,该石门震动放炮能够起爆。

停电范围:震动放炮前,由电工切断井下除局扇和监控外所有电源。爆破后,本工作面24h不得送电。

当掘距至进入C13煤层顶板前不得使用冲击性工具。

3、设置挡栏

为降低震动放炮时诱发突出的强度,采用一组木垛挡栏设施。即在距工作面4m处用圆木或半圆木设置第一个木垛,同样在距第一个木垛4m处设置第二个木垛。木垛挡栏示意图如下:

图片 11

其他安全防护措施

1、实行远距离放炮

①在有突出危险的采掘工作面采用放炮作业时,必须采用远距离放炮。

②放炮地点设在距爆破地点300m以上的进风侧且在防突反向风门以外的巷道内(有压风自救装置的地方或避难硐室内)。专人警戒由班组长亲自布置,爆破时必须待警戒范围内的所有人员均撤到警戒线以外的安全地点后,方可下令爆破。

③放炮地点应配备压风自救系统。

④警戒位置:

A、主平硐入总回风巷入口风门外2m处;

B、 818m回风平巷与区段回风下山交岔点30m处;

C、 745m水平二级水仓进风石门至1302运输巷入口处;

⑤放炮时,防突

反向风门及避难硐室隔离门必须关闭,放炮后进入检查时,必须把风门打开顶牢。

⑥放炮时掘进面回风系统必须断电并撤出所有作业人员。

⑦放炮30min后,方可进入工作面检查。

⑧严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度,一次装药一次起爆,严禁一次装药分次拉炮。

2、严格按巷道设计断面施工,不得任意扩大断面和挖取煤岩帮。

3、工作面电气设备必须有专人检查、维护,采区电气设备必须实行“三专两闭锁”,保证台台防爆。

4、迎头风筒出口另一侧及其回风处瓦斯监测报警探头,井下监测工负责随掘随移,工作面探头不得落后迎头3m。瓦检员每班除带光学瓦检仪外,还须带便携式报警仪,挂在迎头最前面一架料上,瓦检仪报警必须停止作业。

5、严格执行敲帮问顶制度,进班施工前先检查煤壁两帮及棚顶稳定情况,发现问题及时处理,保证安全退路畅通。

6、震动放炮后清理煤帮严禁使用风镐、风锤等冲击性工具,为防止震动煤体诱导煤与瓦斯突出,只能使用手镐作业。

7、震动放炮后严格岩、煤过渡段的支护质量,必须严格作业规程要求对巷道两帮及棚顶背严扛实,棚间距符合规定要求。

8、巷道垮落冒高处必须及时接顶背严背实。

9、每一位入井人员,必须随身携带隔离式(压缩或化学氧)自救器。

10、煤与瓦斯突出预兆

A、无声预兆

工作面顶板压力增大、煤壁被挤出、片帮掉渣;

顶板下沉或底板鼓起、煤层层理紊乱、煤暗无光泽、煤质变软、煤壁发凉;

瓦斯忽大忽小,打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。

B、有声预兆

煤在变形过程中发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮;

声音由远到近、由小到大,有短暂的,有连续的,间隔时间长短不一;

煤壁发生震动和冲击,顶板来压,支架发出折裂声。

11、避灾线路

工作面出现异常或有突出预兆或发生煤与瓦斯突出事故时的避灾线路:

1302运输巷掘进面迎头——1302运输巷—— 745m水平二级水仓

进风石门巷道——二级人行下山——一级人行下山——主平硐——地面。

若来不及撤离危险区域的人员,应及时打开压风自救器阀门进入自救袋内自救,或用压缩氧自救器进行自救,然后再按如上避灾线路撤离。

12、发生煤与瓦斯突出和突出预兆时,必须立即停止工作,沿避灾线路撤出受威胁区域的所有人员,并立即用就近电话向调度室汇报。

六、局部通风和瓦斯管理、监测监控措施

1、局部通风和瓦斯管理

⑴工作面局部通风机安装位置必须符合规定要求,相关管理人员必须在现场标定,该处供风量应超于局部通风机的吸风量30%以上。工作面风筒出口风量不低于300m3/min。局部通风机及其开关附近距回风口不小于10m,局部通风机装置设备齐全,并安设消音器,风机必须吊挂或置于专用局部通风机架上,并且距轨面的高度不小于0.3m,若有两台局部通风机必须错开一定距离,且严禁安设在同一直线上,局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。

⑵局部通风机供电必须实行“双风机双电源”和“专用变压器

、专用开关、专用电缆”,并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁”,电工每天对“风电闭锁”进行检查,掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”,电工每天对“瓦斯电闭锁”进行检查,并有记录可查,确保其灵敏、准确、断电功能可靠。

⑶局部通风机必须保证正常运转,施工班组和瓦检员必须严格执行现场交接班制度,且挂牌留名,任何人不得随意停开局部通风机。

⑷因检修或其他原因需要停电时,电工必须提前1h书面申请,并经生产矿长同意后,方可按规定进行停电工作,技术人员编制排放瓦斯措施和停电措施。

⑸局部通风机因故停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高甲烷浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%,而且局部通风机及其开关附近10m范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%,方可人工启动局部通风机恢复正常通风。

⑹停风区中甲烷浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,最高甲烷和二氧化碳浓度不超过3%时,瓦检工必须向矿总工程师汇报,并撤出停风区正常通风回风流中作业人员,切断回风流经巷道的所有非本质安全型电气设备电源,请示矿总工程师,经同意后,方可启动局部通风机按汇风点瓦斯浓度不超过1%的限量原则进行排放,排放时必有跟班干部在现场指挥。排放期间,瓦检员要检查第一汇风点瓦斯。

⑺停风区中瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时,瓦检员必须立即汇报矿调度室和总工程师,经编制安全排放瓦斯措施,贯彻学习后严格执行。

⑻临时停工地点不得停风,否则必须切断电源、设置栅栏、揭示警标,禁止人员入内,并向矿带班领导汇报,停风区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3%或其他有害气体浓度超过规定不能立即处理时,必须在24h内封闭完毕。并且停风地点栅栏外的风流中瓦斯浓度每小班至少检查一次。

⑼风筒接头要严实、无破口、无反接头。接头要有反压边,风筒吊挂要平直,逢环必挂,拐弯处要设弯头,严禁拐死弯。

⑽风筒出口距工作面不大于3m,且迎头随时有两节备用风筒。

⑾要加强采区通风系统管理,确保通风系统稳定可靠,局部通风机严禁发生循环风。

⑿掘进工作面回风流中瓦斯浓度达到1%或二氧化碳浓度达到1.5%时必须停止作业,切断电源,并采取措施进行处理。

⒀掘进工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须立即停止作业,切断电源,并采取措施处理。当工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时,回风瓦斯达到1%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,并采取措施进行处理。电动机及其开关安设地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到0.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,并采取措施处理。

⒁掘进工作面及其回风巷道内体积大于0.5m3的空间,积聚的瓦斯浓度达到2%时 其附近20m范围内必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。

⒂因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.5%以下时,方可人工手动复电。

⒃掘进工作面二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止作业,切断电源,撤出人员、汇报矿带班领导,查明原因,并制定措施处理。

本文由福利彩世界发布于冶金矿产,转载请注明出处:赵汝良煤矿1302运送巷过断层石门揭煤专门项目防

关键词: