采煤工作面施工开切眼安全技术措施正式.docx

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采煤工作面施工开切眼安全技术措施正式.docx

采煤工作面施工开切眼安全技术措施正式

采煤工作面施工开切眼安

全技术措施(正式)

DeployTheObjectives,RequirementsAndMethodsToMakeThePersonnelInThe

OrganizationOperateAccordingToTheEstablishedStandardsAndReachTheExpectedLevel.

编订:

单位:

时间:

文件编号:

KG-A0-3978-45

采煤工作面施工开切眼安全技术措

施(正式)

使用备注:

本文档可用在日常工作场景,通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署,从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作,使日常工作或活动达到预期的水平。

下载后就可自由编辑。

根据矿生产布置要求,决定在4403运输巷切眼F点后12.3米处开口施工开切眼,主要为4403采煤工作面生产原煤做准备,为了安全施工,特编制以下安全措施:

—、技术措施:

K施工开切眼开口点位于4403切割巷F点以后12.3米,其点坐标为X=3437.118;Y=5618.536;H=831.117,以209。

的方位角沿煤层施工开切眼,预计掘进30米后见断层面,遇见断层面后往后退2米再以方位角140。

掘进10.2米,贯穿于4403切割巷III点前21.6米处。

(详见开切眼设计图)。

2、开切眼断面宽2.7米,高2米,即为煤层厚

3、开切眼断面采用2.5米单体液压支柱配合1.2米金属较接梁交错支护,采用矩形断面。

掺设四排单体支柱,人行道与溜煤道排距0米,通风道排距0.7米;柱距0.8米。

4、在掘进穿口联络巷道时,其巷道断面宽度必须保证3米,高为煤层厚度(即2米),采用1米木支柱挂木板子支护,采用交错支护的方式支护;其排距为「2米,柱距为0.5米。

(详见巷道断面支护图)。

5、在施工开切眼过程中,若遇见特殊情况,可根据现场实际情况调整方位角和坡度实现贯穿。

6、炮眼布置:

采用一字眼呈扇形方式,眼距0.6米,眼深1.2米,循环进度1.0米,与水平方向夹角为80°,(详见炮眼布置图)。

7、施工开切眼采用YBT-11型局部通风机,安置在S2115切眼开口点前30米巷道较宽顶板安全的地点;设备供电由S12采区上部机电爾室供给,并完善风、瓦电闭锁。

8、在施工开切眼过程中,每隔40米以方位角119°

(-3%。

坡度)不破煤层顶底板施工一个联络巷,贯穿S2115切割巷,用于方便材料运输。

联络巷断面规格宽为1.2m,高为煤层高度;采用木支柱挂木板子支护。

(详见开切眼设计图)

二、安全措施:

仁各施工人员必须经安全技术培训考试合格后方可入井作业,严格遵守煤矿三大规程以及安全技术措施。

2、开口时,必须架设好抬棚,处理好危岩、活石,在处理危岩时,严格按“刁、掺、放”的原则进行。

3、进班时,由班组长检查安全,由瓦斯检查员检查瓦斯,在确保安全的情况下人员方可进入工作面作业。

4、工作面放炮时,严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮制S火工产品严格执行“三签字”管理办法,放炮时确保安全放炮距离100米以上。

5、经常检查工作面的瓦斯状况,若瓦斯浓度达到1%时不得用电钻打眼;若瓦斯浓度达到1・5%时必须停止作业、切断电源、撤出人员并进行处理,待瓦斯浓度降至1%以下时人员方可入内作业,放炮地点附近20米以内瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。

6、掘进至断层处时必须加强对断层处及其附近的瓦斯检查,如瓦斯超限,按第5条规定执行。

7、在施工开切眼时,要随时清理巷道的浮歼浮煤,保证巷道的通风及行人满足要求。

8、放炮时,由组长清点人数,撤到安全地点,由组长指派专人在S2115运输平巷距放炮地点100米以上的安全地点和S2115回风平巷H点后30米顶板安全的地点设立放炮警戒。

放炮时,由放炮员大喊三声

“放炮了”待5秒钟后无异常情况时方可立即放炮,放完炮后由组长亲自撤出放炮警戒。

放炮后所打到的支柱必须立即恢复。

9、风筒连线要求平直,接口完好,减少漏风且风筒出风口距离磧头不得大于4米,确保工作面所需风量,不得微风、无风作业。

10、在工作面贯穿前30米时,施工班组提前通知安全通风科人员做好准备工作,瓦斯检查人员要经常检查贯穿点及其附近的瓦斯状况。

1K加强顶板管理,严格按排、柱距支护,支柱不得掺在浮煤、浮歼上,杜绝光头顶子和不合格的支柱,工作面在压力较大或较破碎时要相应缩小工作面柱距为0.5米,并且打好砂徹子或木垛,正路穿口处要加强支护。

12、加强贯穿管理:

①加固原切割巷穿口点前后

5米范围内的支护,;②采用浅眼爆破;③

12.掘进至断层前,必须采用少装药放振动炮或

人工挖的方式揭露断层。

13.掘进至断层期间和掘进联络巷时必须加强支

护管理,须缩小柱距为0.5米。

14.工作面遇瞎炮时必须严格按照《煤矿安全规

程》第三百四二

条执行。

15、每班作业完出班时,必须经值班队长检查验

收合格同意后方可出班;值班队长对当班情况必须及

时交班上报。

编制:

黎浪

20xx年3月23日

601运输巷锚杆支护施工安全措施

601运输巷原设计为矿工钢作永久支护,临时支护采用前探梁支护。

根据迎头顶板岩性,煤岩层结构情况,经矿研究决定,601运输巷永久支护改为锚网支护。

为了保证施工安全,特制定如下补充安全措施。

一、施工前的准备工作:

K施工队按计划准备锚杆、树脂药卷、托板、螺帽、金属网(金属网采用12#元丝加工而成)、临时支护材料等。

二、施工顺序:

(1)敲帮问顶T临时支护T打锚眼T锚固。

(2)随掘进头掘进方向由北向南进行。

四、锚杆支护技术措施:

1、锚杆支护

1、锚杆及构件:

锚杆用C18螺纹钢制成,锚杆尾螺纹段长0.05m;金属弧形方托板规格:

长X宽X厚二120mmX120mmX8mm;每根锚杆上1颗M16mm的螺帽。

2、锚杆支护参数:

锚杆长度:

2m/根。

树脂药卷规格:

长350mm,直径023mmo

锚固形式:

端头锚固,每根锚杆用3卷树脂锚固剂。

锚固力:

60KNo

锚杆布置:

方形布置。

锚杆垂直于巷道轮廓线,锚杆不得布置在岩缝中。

锚杆间、排距:

0.7m,局部较破碎段缩小间、排距为0.6m。

每张金属网规格:

长X宽=2.OmXI.Om,金属网网孔规格:

100mmX100mmo

2、锚杆支护参数验算

1、锚杆长度

L$a+b+h二0.4+0.1+1.5=1.4(m)

式中L--锚杆长度;

a—锚杆锚入坚固稳定的悬吊岩层深度(一般

0.25〜0.4m,取0.4m);

b--锚杆外露长度。

有托板的才0.1m;

h—被悬吊岩层厚度(分层厚度为1.2m,破层段取1.5m)o

选择锚杆有效长度为2.0m符合要求。

以上锚杆间距设计也符合按经验公式DW

0.5L-0.5X2.0-1.Om(D--锚杆间距,m;L一锚杆长度,m)确定的锚杆参数。

五、锚杆支护施工方法及技术要求:

1、采用MQT-120锚杆机,采用C28的钻头,打眼困难时采用长、短钎套打。

2、锚眼布置范围:

锚眼布置在岩层破碎带内及破碎带边缘外围0.5m的稳定的岩层上。

3、采用锚杆搅拌机安装锚杆(也可以用风煤钻代替)。

锚杆必须直抵眼底,锚杆外露长度100mm,金属网必须紧压在托板与岩面之间,螺帽拧紧,不得有松动。

4、每班进班前,根据交班情况和本班工作安排领取质量合格、数量足够的锚杆、药卷和金属网,锚杆、药卷和金属网必须在工作地点妥善保管存放,当班未用完的药卷、锚杆及其它配件应统一放在指定地点留给下一班继续使用。

5、对已锚支段巷道,施工队要经常检查,发现失效锚杆必须及时补锚。

⑥、质量标准化办公室负责组织顶板锚固力测试,在锚支段巷道间隔一定距离测试一组(全段面),当达到设计锚固力时即不再加载,以检测锚固效果。

⑦、锚支初期,施工队严格把好现场关,加强现场监督指导,以确保锚杆支护操作质量和施工安全。

六、锚杆支护安全措施:

K施工前、施工过程中,必须严格执行敲帮问顶工作,由当班负责人或指定的专人负责找清作业范围内的悬歼活石。

找悬歼时必须2人一组,1人负责找悬歼,另1人负责看护安全。

在打锚杆眼和锚固、挂网时,都必须明确专人看安全。

敲帮问顶注意事项:

1人员必须站在安全可靠处,当岩块掉落时有躲避的空间。

同时找歼人要戴上手套,预防歼石掉落时擦伤手指。

2先在作业点外的安全处,靠顶、帮较稳定的一侧由外向内用尖钎敲帮问顶。

3找肝人不得用尖钎垂直棚顶找歼,防止岩块掉落砸伤找歼人员。

2、施工前,必须用相应长度的摩擦支柱,对离层歼石进行临时支护、稳固,施工点准备好摩擦支柱2-3根,支柱间距0.8m,打锚杆与锚固工作不得同时作业,每打完一个锚眼必须紧接着锚固此锚眼,此锚眼未锚以前,严禁打其它锚眼,确保施工人员在已锚固顶板下作业,以确保安全,一个点施工完后,再向下一个点移动。

3、对面积较大有空响的顶、帮,打锚眼前必需用相应长度的摩擦支柱对顶、帮进行临时支护,施工过程中必须随时注意观察顶、帮围岩变化情况,发现隐患及时处理。

4、作业高度比较高时,必须根据现场的实际情况搭设好操作平台或脚手架,只有在操作平台或脚手架搭设稳固后才能操作。

5、打锚杆眼时,施工队必须派人在施工点前、后各10m的范围内设警戒牌,当人员需要通过施工点时,必须经看安全人员或施工负责人同意后,才能通过施工地点。

6•正确处理好打锚眼与锚固的关系,打锚眼自下向上进行,打锚杆与锚固不得同时作业,锚眼打好一排后,必须立即锚固后才能施工前排锚眼,对局部顶板破碎点,采用打一个锚眼,必须立即锚固好后才能再打下一个锚眼,确保施工人员在已锚固顶板下作业。

7、加强在锚杆锚固时的操作管理,防止因误操作或操作不恰当而造成的人员受伤。

8、施工队每班施工完毕,必须清理好工具、材料,分类堆放整齐,清理干净铁道上的歼石、杂物等。

9、锚杆施工完毕,搞好现场质量标准化,做到人走场地净。

七、锚杆支护操作措施:

K准备工作:

检查锚杆型号、规格、结构,不合要求的禁止使用。

检查锚固剂型号、有效期,如有过期、硬结、破裂、拆断等情况禁止使用;检查锚孔直径、深度、角度、间排距是否符合设计要求,不合要求的重新打眼。

2、吹孔:

用压风吹净眼内的岩粉和余水。

吹孔时人员不得正对所吹眼孔。

3、装锚固剂:

用锚杆杆体将所需数量的锚固剂送入眼孔内,再锚杆尾装上锚杆连接器,套上锚杆搅拌机,将锚固剂送入眼底后即开动搅拌机。

4、搅拌锚固剂:

开动锚杆搅拌机顺时钟旋转30±5秒,将锚杆匀速推至眼底。

5、固定、紧固锚杆:

首先卸下搅拌机,并及时用木楔或石子在孔口将锚杆杆体锲紧,以防锚杆脱落,同时严禁摇动、抽动杆体。

在等3~5分钟后挂网上金属方托板用搬手拧紧螺帽。

锚杆戴双螺帽,至此安装完毕。

八、锚固力测试的安全措施

(1)、锚固力测试前必须进行敲帮问顶。

(2)、做锚固力测试时至少2人配合,1人专门负责观察测试范围内的顶板变化情况,1人负责测定,在锚固力测试工程中,若发现顶板有异常、出现裂隙、掉渣等,必须立即停止作业,撤至安全地点进行观察,同时要防止其他人员进行隐患区域。

(3)、在进行锚固力测试时,工作人员不能在测试点下方停留,在测试点前,后方各5米处设岗,或设置“严禁通过"警示标志。

(4)、锚固力测试完毕后,必须做好收尾工作,做到人走地净。

九、临时支护:

采用前探梁。

用三块3.5m长的11#工字钢作梁。

用金属吊环、螺帽与锚杆连接,工字钢梁插入吊坏内,用皮柴,木板垫在前探梁上接顶。

每块工字钢梁必须有三个吊环,工字钢梁随巷道前进而前移。

九、本安全技术措施未提到的按照《煤矿安全规程》、《煤矿安全操作规程》的有关规定执行。

蛟河市鑫源煤矿井下安全避险“六大系统"建设规划和方案

二o—一年二月十五日

蛟河市鑫源煤矿

井下安全避险“六大系统"建设规划和方案

根据国家安监总煤装[20101146号文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统乃的通知》和吉林省《关于转发的通知》的精神,为全面提升我矿安全健康能力,经矿委会组织有关人员认真学习领会通知精神,结合矿井实际情况,通过讨论研究。

特制定该建设规划和方案。

一、矿井简介

蛟河市鑫源煤矿于20xx年与吉林鎳业公司合股并购了原宏进煤矿属个人独资企业,20xx年进行矿井整合其间蛟河市鑫源煤矿为单独保留矿井,同年兼并了邻矿蛟河市守志煤矿,矿井名称为蛟河市鑫源煤矿,20xx年矿井生产能力提升为9万/年。

蛟河市鑫源煤矿位于吉林省蛟河市奶子山街友联村,行政划归吉林省蛟河市奶子山街管辖,矿区范围地理坐标为东经127°25759〃「27。

26’52〃,北纬43。

41756〃~43。

42739〃。

距蛟河市城区11Km,长图铁路从蛟河市通过,长图高速入口距矿区13Km公路铁路运输十分方便。

蛟河市鑫源煤矿井田开采范围位于原蛟河煤矿四井井田范围内,蛟河煤矿四井始创于1958年,1973年矿井报废后转交给蛟河市煤矿,蛟河市煤矿矿产转制后为私营蛟河市宏进煤矿,该矿井开采了50余年。

该井田内大部分区段以采空,现采的2.3.4.5.6号煤层属原国有煤矿开采后遗弃的小于0.7m以下的不可采煤层,和开采后设计留设的,绞车道保护煤柱,采取隔离煤柱断层保护煤柱等零星块段。

该矿井瓦斯等级经吉林省能源局,吉能审批【2010]207号文件批复。

相对瓦斯涌出量1.6m?

/t,绝对瓦斯涌出量1.08m?

/min属于低瓦斯矿井,没有煤(岩)与瓦斯(C02)突出现象。

煤层自燃倾向等级为二类自燃,煤尘具有弱爆炸性。

矿井为调动企业领导和职工的积极性,决心贯彻

省政府,关小建大的方针,引进人才•技术.资金。

住机遇,扩建矿井规模,进行机械化采煤升级改造,提高经济效益,增加市场竞争力,努力建成年产10万

吨矿井。

六大系统现状:

监测监控系统:

人员定位系统:

紧急避险系统:

压风自救系统:

供水施救系统:

通信联络系统:

二、成立“六大系统”建设规划和方案实施领导组

组长:

范文启

副组长:

刘艳臣孙立君胡兆放刘艳军张玉国

成员:

各部室、区队负责人

具体分工:

(一)监测监控系统由通风安全部门负责,

(二)人员定位系统和通信联络系统由安全生产指挥中心负责,

(三)压风自救系统和供水施救系统由机运管理部门负责,

(四)紧急避险系统由机电管理部门负责。

三、

建设完善安全避险“六大系统”的目标要求

(-)建设完善矿井检测监控系统。

严格按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007)的要求,完善安全监控系统,实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控,为安全管理提供决策依据。

强化系统设备维护,定期进行调试、校正,及时升级、拓展系统功能和监控范围,确保设备性能完好,系统灵敏可靠。

健全完善规章制度和事故应急预案,落实值班、带班人员责任,监测监控系统中心坚持24小时值班制度,当系统发出报警、断电、馈电异常信息时,迅速采取断电、撤人、通知作业等应急处置措施,充分发挥其安全避险的预警作用。

(二.)、20xx年底建设完善井下人员定位系统。

严格按照《煤矿井下作业人员管理系统使用规范》(AQ1048-2007)的要求,建设完善井下人员定位系统,并做好系统的维护和升级改造工作,保障系统安全可靠运行。

所有入井人员必须携带识别卡(或具有定位功能的无线通讯设备),确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。

进一步完善制度,发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。

(三)、建设完善井下紧急避险系统。

严格按照《煤矿安全规程》的要求,为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。

从采掘工作面步行,在自救器所能提供额定防护时间内能安全撤到地面的,必须在距离采掘工作面范围内建设避险嗣室或救生舱。

(四)、建设完善压风自救系统。

在按照《煤矿安全规程》要求建立压风系统的基础上,按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求,进一步完善压风自救系统,设置供气阀门。

井下压风管路要采取保护措施,防止灾变破坏。

(五)、建设完善矿井供水施救系统。

建设完善的防尘供水系统,严格按照《煤矿安全规程》要求设置三通及阀门,在采掘作业地点和人员较集中地地点设置供水阀门。

加强供水管路的维护,不得出现跑、冒、滴、漏现象。

(六)、建设完善通信联络系统。

严格按照《煤矿安全规程》的要求,在主副井口、井底车场、井下变电所、水泵房等主要机电爾室和采掘工作面安设符合规定的电话。

井下避险爾室(救生舱)、水泵房、变电所设直通矿调度室的电话。

积极推广使用井下无线通讯系统、井下广播系统。

发现险情时及时通知井下人员撤离到安全地点。

四、建设完善“六大系统"规划和方案

我矿“六大系统%十划今年完成五个系统的建设,共计投入196.69万元,紧急避险系统为20xx年的重点规划项目。

其中安全监测监控系统,投入38.575万元;人员定位系统,投入约37.415万元;压风自救系统,投入47.5万元;供水施救系统,投入46.8万元;通讯系统,投入26.4万元。

(一)监测监控系统

鑫源煤矿对原有楠江监控系统进行升级改造,将井下8口分站更新为16口分站,更新各种传感器及相关设备。

计划资金38万元。

完成时间:

20xx年门月15日。

(二)人员定位系统

鑫源煤矿暂无人员定位系统决定预投入人员定位

系统。

20xx年底完成。

共计投入约37.415万元。

附表:

名称个数备用总数单价总价

人员定位分站2132980089400

人员定位识别器941311700152100

人员定位检卡器1(电脑一套、识别器一台)

4600046000

通信电缆1700M650013000

传输电缆1000M60006000网线100M1.5150

电脑主机112900018000

总数374150

(三)压风自救系统

地面配置有QTD-110H型螺杆空气压缩机2台,主

管路敷设为0门0钢管及配套设备,具体路线为

主管路:

压风机-(4寸)主井600米-(4寸)主运输

1000m

支线管路:

压风机-(3寸)+36西部区-+36东部区共计约1500米。

井巷掘进开始后,掘进工作面自掘进面回风口开始,每50m设置一组压风自救袋,每组自救袋数量为5个,并保持距迎头25〜40m的距离;岩巷掘进工作面距迎头100-130m安装一组(15个)压风自救装置,向外每隔100m安装一组(5个)压风自救装置;放炮撤人地点要安装一组压风自救装置(5个袋)。

西部区北一道回采工作面回风巷在距采面上安全出口以外25〜40m范围内设置一组自救袋,自救袋个数为50个;向外有人固定作业地点安装一组(5个)压风自救装置;进风巷在距采面下安全出口以外50〜100m范围内设置一组自救袋,自救袋个数为50个。

工程计划时间为2011.10-2011.12,共计投入约47.5万元。

(四)供水施救系统

新建南北井供水系统,利用南井四纪层突水点,保障供水源。

地面利用静压水池200m?

o主管路为©ho钢管由主副井入井,支线管路为e80管路。

具体路线为:

主管路:

洒水-(4寸)主井600米-(4寸)主运输600米小计:

1000m

支线管路:

1400m

共计约2000米,计划工期为2011.06-2011.07,共计投入约46.8万元。

(五)通讯联络系统

我矿井下通讯联络系统已基本恢复,有待完善,计划购置安装数字程控交换机1台,敷设通讯电缆2200m(具有防水、防腐、防尘功能)。

井下主要通讯网络为:

地面调度室至采掘工作面、主要机电确室、井下

变电所、主要泵房、主通风机房、避灾爾室(场所)、爆破时撤离人员集中地点等,保障有可靠的通信联络系统。

计划工期为2011.10-2011.12,共计投入约26.4

万兀O

(六)紧急避险系统

我矿计划于20xx年在主井底建设一个避灾酮室(长约4米,宽2米,高2米),20xx年规划在独头巷道掘进时,每掘进500m设置一个避灾酮室或救生舱。

今年联系救生舱制造厂家,20xx年完成本矿救生舱设计并预购置,最迟计划20xx年初投入使用。

规划要求:

避灾爾室或救生舱,能有效防止有毒有害气体和井下涌水进入,并配备满足当班作业人员1周所需要的饮水、食品,配备充足的自救器、有毒有害气体检测仪器、急救药品和照明设备,以及直通地面调度室的电话,安装供风、供水管路并设置阀门。

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