3145区域防突设计修改.docx

上传人:b****4 文档编号:7029442 上传时间:2023-05-11 格式:DOCX 页数:17 大小:83.64KB
下载 相关 举报
3145区域防突设计修改.docx_第1页
第1页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第2页
第2页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第3页
第3页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第4页
第4页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第5页
第5页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第6页
第6页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第7页
第7页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第8页
第8页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第9页
第9页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第10页
第10页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第11页
第11页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第12页
第12页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第13页
第13页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第14页
第14页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第15页
第15页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第16页
第16页 / 共17页
3145区域防突设计修改.docx_第17页
第17页 / 共17页
亲,该文档总共17页,全部预览完了,如果喜欢就下载吧!
下载资源
资源描述

3145区域防突设计修改.docx

《3145区域防突设计修改.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《3145区域防突设计修改.docx(17页珍藏版)》请在冰点文库上搜索。

3145区域防突设计修改.docx

3145区域防突设计修改

第一章概述1

1.1、工作面概况1

1.2地质情况2

1.3水文地质情况2

第二章通风系统2

2.1通风方式2

2.2主要通风线路3

2.3风量计算3

第三章安全监控系统4

第四章突出危险区域防突程序4

4.1区域性防突措施4

4.2区域性防突措施的效果检验5

4.3区域验证6

4.3.1验证原则6

4.3.2验证准备工作6

4.3.3验证钻孔施工期间安全技术措施7

4.4局部防突措施7

4.4.1工作面突出危险性预测(钻屑指标法)7

4.4.2掘进工作面防突措施10

4.5局部防突措施的效果检验12

4.6安全防护措施12

4.6.1、个体防护13

4.6.2、压风自救设施13

4.6.3、避难硐室13

4.6.4、防爆水袋14

4.6.5、顶板管理14

4.6.6、避灾路线15

第五章组织管理15

5.1防突领导小组15

5.2各单位职责15

第六章其他16

 

第一章概述

1.1、工作面概况

三采3#集中皮带巷沿山西组3#煤层掘进,方位角210°,倾角平均3.5°下山掘进,煤层厚度约1.8米,距右帮25米为三采3#轨道巷,左帮为3#实体煤。

1.2地质情况

三采3#皮带巷在山西组3#煤层中下山掘进,平均坡度3.5°,煤厚约1.8m,直接顶为灰黑色砂质泥岩,直接底为灰黑色泥岩。

瓦斯绝对涌出量为1.59m3/min。

1.3水文地质情况

水文地质情况:

距本煤层上部30m左右有含水层,以K4、K5、K6、K7、K8等中厚层中粗粒砂岩为主,含裂隙水,含水较弱,在距本煤层底板30m为太原组灰岩,含水层以L1、L2、L3、L4、L5等石灰岩为主。

含岩溶裂隙水,一般岩溶裂隙不发育,富水性弱。

太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层突水系数为0.11Mpa/m.开掘对底板破坏深度为7m,有突水危险,对正常生产构成威胁。

必须进行太灰水疏放工作方可掘进。

据附近掘进巷道资料预计最大涌水量不大于3m3/h

 

第二章通风系统

2.1通风方式

采用局部通风机供风,集中皮带巷回风。

2.2主要通风线路

新鲜风流→主斜井、副斜井→三采3#皮带巷→局部通风机

污风风流→三采皮带巷正前工作面→轨皮联行→三采轨回联巷→三采3#总回风巷→地面。

2.3风量计算

风量计算原则为:

计算保证工作面瓦斯不超限所需风量,保证工作面温度适宜所需风量,保证工作面作业人员供氧量所需风量,取三者最大值。

三采3#皮带巷正前工作面需要风量:

a、按瓦斯涌出量计算:

(瓦斯浓度按0.8%管理)

Q掘5=125×q掘5×K掘通

=125×0.47×1.5

=88.13(m3/min)

b、按局部通风机实际吸风量计算需要风量:

Q掘5=Q扇×Ii+60×0.25S掘5

=512×1+60×0.25×13

=707(m3/min)

c、按掘进工作面同时作业人数:

Q掘5=4N=4×30=120(m3/min)

d、按风速进行计算:

最低风速:

Q最低=60×0.25S掘4=60×0.25×10.2=153(m3/min)

最高风速:

Q最高=60×4.0S掘4=60×4×10.2=2448(m3/min)

要求Q最低﹤Q掘5﹤Q最高,且取其中最大值,由以上计算确定三采3#皮带巷正前工作面需风量取Q掘5=707(m3/min)

第三章安全监控系统

工作面甲烷传感器(GJC4/100)安设位置,报警断电复电浓度及断电范围,以及其它传感器(一氧化碳、温度、烟雾)安装位置请参照监测监控中心的实施细则。

第四章突出危险区域防突程序

根据《防治煤与瓦斯突出规定》,突出煤层巷道掘进前,必须编制瓦斯综合治理专项设计、防治煤与瓦斯突出的安全技术措施,经矿总工程师批准后严格落实。

作业人员必须经考试合格后方可上岗。

4.1区域性防突措施

按照目前矿井的实际状况,区域性的防突措施有开采保护层和煤层瓦斯预抽两种。

区域煤层瓦斯预抽

三采轨道巷曾采用ZDY--6000LD钻机施工长距离钻孔对三采3#煤层瓦斯进行抽采进行区域消突,在钻场内施工三个主孔,并在主孔的两侧均匀地布置分支钻孔,以达到本煤层及邻近层3#煤中瓦斯充分预抽。

轨道巷正前本煤层钻孔设计:

在施工好的钻场内采用千米钻机施工本煤层钻孔,本煤层施工3个主孔,每个主孔深度550米左右,施工完主孔后在主孔上施工2个分支孔。

倾角沿煤层走向布置,(详见钻孔轨迹参数设计)。

开孔高度距底板1.2米。

1#主孔深度550米,方位角211°,1-1分支孔孔深为410米,1-1-1分支孔孔深为420米,1-2分支孔孔深为490米,1-2-1分支孔孔深为500米。

共计2370米。

2#主孔深度570米,方位角241°,2-1分支孔孔深为460米,2-2分支孔孔深为530米,2-2-1分支孔孔深为535米。

共计2095米。

3#主孔深度570米,方位角181°,3-1分支孔孔深为500米,3-2分支孔孔深为570米,3-2-1分支孔孔深为470米。

共计2110米。

1#孔、2#孔、3#孔的总设计孔深为6575米。

各分支间距为20米。

瓦斯来源:

轨道巷正前本煤层及围岩。

从上图可以发现,轨道巷正前钻孔已经覆盖皮带巷正前实体煤,所以皮带巷正前处于区域预抽范围内。

三角区域实施探放孔并进行瓦斯观测,如正前瓦斯异常,进行对孔瓦斯预抽放。

4.2区域性防突措施的效果检验

措施效果检验采用残存瓦斯含量和残存瓦斯压力两个指标。

煤的坚固性系数也可作为一项参考数值。

当钻孔控制范围内的煤体瓦斯预抽率≥35%后(预抽率根据原始瓦斯含量和抽、排瓦斯量进行计算)进行效果检验。

根据《防治煤与瓦斯突出规定》,工作面走向长度>120m时,须沿工作面掘进方向每隔30m~50m至少布置两个检验钻孔。

设计以每50m为一效果检验单元,从三采3#皮带巷正前每50m施工测压孔,测定残余瓦斯压力和残余瓦斯含量。

残余瓦斯压力的测量,我矿所使用的是JPD_M型煤层瓦斯压力测量仪,该仪器适用于本煤层顺层测定、掘进煤巷前方,掘进头前方的原始瓦斯压力或卸压区残存瓦斯压力。

以下是其相关参数及测量步骤:

测压原理:

JPD_M型煤层瓦斯压力测量仪采用主动式测压封孔,该封孔方法是一种用于测定煤层瓦斯压力的封孔方法。

该方法的封孔原理是在封孔段两端用膨胀胶囊封孔,中间流入压力略高于煤层瓦斯压力的密封粘液,粘液在压力作用下,不仅可以渗入钻孔壁与胶囊间的裂隙,而且还可以渗入钻孔卸压圈的裂缝和钻孔周围的天然裂隙中,杜绝瓦斯的泄漏。

这样就形成了胶囊封粘液、粘液封瓦斯的主动式封孔方法。

针对三采皮带巷正前区域防突效果的检验,特制订如下步骤,

测压孔施工要求:

1、测压钻孔的实施应选择在无断层、裂隙等地质构造处。

2、保证测压钻孔要有足够的封孔深度。

同一地点应布置两个测压钻孔,取大值为最终压力测试值。

3、主要技术指标

测孔孔径:

Ф70-75mm

开孔高度:

0.8m

测孔深度:

10-30m封孔长度:

5-9m

测量时间:

一般2-5d

测压步骤

1、井上准备工作

(1)、在使用前,需认真详细阅读《JPD_M系列煤层瓦斯压力记录仪使用说明书》,熟悉仪器各部分功能和整个测试系统。

(2)、使用专业的装配充气工具PC250对蓄能器进行预充压力或检测,具体操作办法与注意事项参照“附录二囊式蓄能器使用说明”进行。

(预充压力值请查阅“1、参数的取值”)(3)、在井下正式测试之前,需在地面模拟钻孔中做耐压试验(注意:

该仪器的最高测压值为6MPa)。

(4)、模拟实验结束后应确定所有阀门处于关闭状态。

(5)、根据实际情况设置电子记录仪。

2、封孔器安装

(1)、把所有管件的螺纹护套取下,并放好。

(2)、把胶囊1装入钻孔中。

(3)、将两根1.6m高压管穿过连接管,把高压管与胶囊1末端相应颜色的接口连接好,并紧固。

(4)、把连接管不带活动接头的一端与胶囊1连接,并紧固。

(5)、把连接管送入钻孔。

(6)、把高压管末端与胶囊2相应颜色的接头连接,并紧固。

(7)、连接管带活动接头一端与胶囊2连接,并紧固。

(8)、把胶囊2送入钻孔。

(9)、将三根10m长的高压管穿过护管与胶囊2相应颜色的接头连接,并紧固,把护管与胶囊连接好,并紧固。

(10)再依次连接相应的护管。

3、胶囊充压

(1)、将体积比为1:

19的乳化液和水配比均匀后倒入乳化液泵中。

(2)、将红色的瓦斯高压管连接到b(瓦斯进口)。

(3)、将黑色的粘液高压管连接到c(粘液出口)。

(4)、将蓝色的乳化液高压管连接到d(乳化液出口)。

(5)、确认所有阀门处于关闭状态,为避免危险,先打开K6(瓦斯补/排阀),排放瓦斯。

(6)、打开K1(乳化液阀),并确认除K1、K6外的其他阀门都处于关闭状态。

(7)、压动GPP-10输液泵将乳化液注入胶囊中,观察乳化液压力表的变化,待乳化液压力稳定在乳化液预充压力值(具体压力值请查阅“1、参数的取值”)后关闭K1(乳化液阀)。

(8)、用力拉动护管,观察是否松动,确认胶囊已充分膨胀。

(9)、把“管道冲出危险切勿正对钻孔”警示牌挂在钻孔处的护管上,并通过护管将封孔器固定在专用的立柱上。

4、粘液灌注

(1)、将配制好的粘液倒入粘液罐中。

(2)、打开粘液罐上的开关K8与K4(粘液截止阀阀),确认除K8、K6、K4外的其他阀门都处于关闭状态。

(3)、压动GPP-10输液泵将粘液注入连接管,待乳化液泵头上的压力表稳定在0.2MPa后关闭K4,K8。

5、粘液加压

(1)、打开K2(增压阀)和K3(切换阀),确认除K2、K3、K6外的其他阀门都处于关闭。

(2)、压动手压泵对粘液进行加压,观察粘液压力表的变化,待压力稳定在粘液预充压力值(具体压力值请查阅“1、参数的取值”)后,停止加压,关闭K3(切换阀)。

6、补气

(1)、打开K5(瓦斯压力阀),确认K1、K3、K4处于闭路状态,K2处于通路状态。

(2)、将瓦斯补气管的一端连接到a(补气/排放口)另一端连接到高压氮气瓶。

(3)、缓慢打开高压氮气瓶开关使其输出压力稳定在充气压力值(具体压力值请查阅“1、参数的取值”)半小时以上。

(4)、在没有条件注入高压氮气的情况下,可以使用井下压风进行补气。

(5)、补气完成后关闭K6(瓦斯补/排阀),拆卸瓦斯补气管。

7、安装完封孔器后,应当在封孔器外安设保护栅栏,防止行人靠近。

8、观察记录测压期间要定时观察和记录瓦斯压力、乳化液压力和粘液压力。

数据分析

该测压仪具备自动记录数据的功能,对数据进行统计、分析,可以准确获得煤层中瓦斯的压力、释放时间、变化趋势等真实数据。

并且随机附带数据编辑软件,可以生成曲线图和excel表格。

使所测结果更加形象直观。

残余瓦斯含量的测量,采用我矿防突实验室的瓦斯解析参数测定仪。

该测量分为井下井上两部分。

井下部分:

1、井下取样

首先要钻头开孔到预测位置,指定深度,然后用煤样罐接取煤粉。

取样时间要尽量缩短,越短越好,当开始取样到开始解析这个时间段超过40min时,本样作废。

将井下解析量筒充水,开始解析前纪录刻度。

然后再煤样罐和解析量筒连接时打开秒表纪录时间,每分钟纪录一次数据,直到30min结束。

当解析过程中需要换水时,不要停止秒表,要关闭阀门,当换水完毕后开启阀门,到整数时间时读数。

井下解析时间结束后,关闭煤样罐阀门,直到到达实验室解析开始时不能打开阀门。

2、地面解析

到达地面后,将煤样罐与大量程解析玻璃管连接,注意:

要检查

解析玻璃管的气密性和读初始刻度。

解析时间视解析情况而定,若长时间无气体出现可停止解析,记录终止读数。

若在解析过程中需要换水,则关闭煤样罐阀门进行,换水结束后继续解析。

3、

当残余瓦斯含量Wc<8m³/t,且残余瓦斯压力Po<0.74MPa时,该工作面方可进行掘进工作。

若以上任何一个指标达到或超过临界值而判定预抽防突措施无效,则此检验点周围半径100m范围内预抽区域均判定为预抽效果无效。

若检验期间在煤层中进行钻孔作业时发现了明显的突出预兆时,次位置周围半径100m内预抽区域判定为措施无效,属突出危险区。

 

4.3区域验证

4.3.1验证原则

1.在三采3#皮带巷进入该区域时,立即至少进行两次区域验证。

2.煤层赋存正常情况下,三采3#皮带巷正前掘进期间采用工作面预测方式(钻屑指标法)进行循环验证。

即打10m验证孔验证,指标正常时,执行安全防护措施后,按照掘八留二的原则,推进8m,再进行区域验证,以此往复;指标超限时,立即采取局部综合防突措施。

若预测指标为无突出危险,则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时,方可确定为无突出危险,并在采取安全防护措施、保留足够预测超前距的条件下进行掘进作业;否则,仍要执行一次工作面防突措施和措施效果检验。

3.在构造破坏带连续进行区域验证。

4.3.2验证准备工作

入井前,必须对所需携带的仪器、仪表、工具等进行全面检查和校正,以满足测定要求。

施工单位必须将防突钻等准备好,以配合探放区防突员进行验证工作。

验证作业前,防突员悬挂“停止作业牌”,并明确记录负责人、参数测定负责人,以保证测试结果准确可靠。

验证作业前,防突员和施工单位配合人员必须执行“手指口述”进行安全确认后方可施工验证钻孔。

4.3.3验证钻孔施工期间安全技术措施

在工作面施工验证钻孔时,必须选择在顶板完好地点进行,若必须在顶板破碎地点进行作业时,作业范围内必须使用半圆木进行背帮,由施工单位负责落实。

在工作面施工验证钻孔时,掘进机电源必须闭锁,并安排专人看护。

在确认顶、帮安全后,方可作业。

在工作面施工验证钻孔时,施工单位必须安设专人观察顶板、煤壁及支护情况,发现异常,立即将人员撤至安全地点,同时及时向矿调度汇报。

顶板大面积冒落预兆为:

顶板压力急剧增大,顶板掉渣增多,漏顶、片帮频繁,局部冒顶频繁增加。

顶板裂隙增大,出现淋水或淋水增加。

使用专用防突钻机。

验证钻孔施工期间,必须系紧袖口、领口以及帽带,带好安全防护手套,严禁用手触摸钻杆传动部位。

严格执行敲帮问顶制度,掘进当班跟班人员必须安排专人及时用长柄工具捣去浮矸危岩,确认安全后方可进入作业地点。

作业人员必须确认退路安全通畅后方可进入工作面作业。

验证作业完成后,作业人员须及时离开危险区域,严禁在正前逗留或休息。

 

4.4局部防突措施

4.4.1工作面突出危险性预测(钻屑指标法)

1、在三采3#皮带巷正前每掘进8m后,由防突队对三采3#皮带巷正前采用手持式风动防突钻机打效果预测孔。

钻孔在煤孔段钻进速度控制在1m/min左右:

每钻进1m,测定一次钻屑量S,每钻进2m,测定一次瓦斯解析指标K1;同时用弹簧秤计量钻屑量。

具体操作流程如下:

在工作面正前每隔2m布置一个验证钻孔,共3个孔,孔深10m,孔径42mm,钻孔应布置在软分层中,若没有明显有利于施工的软分层,则钻孔开孔高度为1.5m。

钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S。

钻孔每钻进2m测定一次钻屑解析指标K1,记录钻孔实测最大K1值。

验证钻孔由防突队负责施工,验证工作由防突队负责。

每次验证结果都必须写在该处的放图记录牌板上。

验证后,只有当所有的指标均不超限时,在保留不少于2m的超前距的条件下回采。

当实测的最大指标Smax或K1值大于或等于临界值时,立即采取局部综合防突措施。

钻屑瓦斯解吸指标K1

/mL/(g.min1/2)

钻屑量Smax

(Kg/m)

0.5

6

2、钻屑指标法测操作规程

(1)携带便携式瓦检仪、WTC瓦斯参数测定仪及附属配件、煤粉袋、重量计、秒表等,下井前检查WTC参数测定仪电源是否充足。

(2)操作流程

选定打钻位置,准备手持42mm风钻,钻杆等;将WTC参数测定仪及附属配件放置在打钻附近位置,开机预热10分钟。

向风钻供风,试验钻机是否正常;开启WTC测定仪,输入时间、确定各项指标的临界值。

开钻时一人手持风钻,两人在持钻人两侧稳钻,防止钻杆跳钻、跑偏。

开动钻机钻进,接钻杆时在每根钻杆上相隔0.5m处用粉笔做标记。

钻孔每施工2m,用1-3mm组合筛子在孔口接煤粉,在接煤粉的同时启动秒表计时;筛取适当颗粒装入解析罐内,取样装罐工作必须在1分钟内完成。

扭开解析罐上阀门,在秒表显示1.5分钟时扭紧螺扣并按照仪器菜单的提示操作相应数字键执行K1采样功能。

WTC采样5分钟后要求输入测量前1.5分钟和取样时的钻孔长度数据。

按{确认}键显示K1值,该煤样测量完毕。

做好记录,倒出罐内煤样。

需要测定下一个煤样时,执行{继续}功能。

重复以上步骤做下一个煤样的测定;测定完毕时执行{结束}功能。

当钻杆钻进时将煤粉袋放置在钻孔下方容易接粉处,每钻进1m取样一次。

取样后,取样人员将煤粉取走,使用重量计称重,认真做好记录。

验证钻孔施工10m,每次只有将煤粉袋准备好后方可打钻。

施工钻孔时如出现顶钻、卡钻,要及时调整相对位置(符合相关要求);现场瓦斯浓度超过0.8%时,立即停止作业,向值班室和矿调度进行汇报,采取措施,进行处理。

如发现有突出预兆、喷孔、透水预兆等异常情况时,应立即停止作业,不得拔出钻杆,人员撤至安全地点,并向调度室汇报。

测定完毕后,整理工具,检查仪器是否完好,保存测定记录,关闭测定仪。

(3)现场记录清楚钻孔参数及软煤层变化情况。

(4)测定完毕,应及时将测定结果、允许施工的进尺和应采取的措施向当班班长或跟班干部进行通报(如实测得的钻屑量或钻屑量解析指标等于或大于临界值时,该工作面预测为突出危险工作面,应采取防突措施。

(5)填写现场防突管理牌板并向通风调度汇报,并按规定移动防突锁及标志牌。

(6)打印测定记录,详细填写报表,报探放区防突技术负责人及相关部门领导批示。

3、根据指标测定值大小判定工作面是否具有突出危险。

另外,若工作面出现明显突出预兆时判定有突出危险。

突出预兆包括:

顶板来压、支架断裂、煤壁掉渣与外鼓,煤干燥、煤尘飞扬、煤壁光泽暗淡、层理紊乱,工作面瓦斯涌出量增大、瓦斯忽大忽小、温度降低,工作面前方出现煤炮声等。

4.4.2掘进工作面防突措施

超前钻孔

作用机理:

它是在煤巷掘进工作面前方始终保持一定数量的排放瓦斯钻孔。

它的作用是排放瓦斯,增加煤的强度,在钻孔周围形成卸压区,使集中应力区移向煤体深部.

煤巷掘进工作面应当优先选用超前钻孔(包括超前预抽瓦斯钻孔,超前排放钻孔)防突措施。

如果采用松动爆破、水力冲孔、水力疏松工作面防突措施时,必须经试验考察确认防突效果有效后方可使用。

前探支架措施应当配合其他措施一起使用。

煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处如不能按原措施设计要求实施时,必须打钻孔查明煤层赋存条件,然后采用直径为42~75mm的钻孔排放瓦斯。

三采3#皮带巷正前采用了超前排放钻孔的局部防突措施。

具体相关细节如下:

1、设计方案

为适应生产需要,采用SGZL-ⅢB钻机对该工作面正前进行超前钻探。

因该皮带巷右方的3#轨道巷已掘成,构造已探明。

设计钻孔两个,方位角分别为:

210°和201°,倾角现场标定,终孔间距保持在20米范围内。

钻探无异常后方可进行掘进(在原有探水有效进尺的基础上,留设30米的超前距,严格执行探放水停止(允许)掘进通知单制度。

具体参数如下:

1#钻孔

①开孔位置:

三采3#集中皮带巷煤层中间开孔

②钻孔参数:

方位:

210º

倾角:

现场标定(-3.5°)

孔径:

65mm

孔深:

120米

2#钻孔

①开孔位置:

三采3#集中皮带巷煤层中间开孔

②钻孔参数:

方位:

201º

倾角:

现场标定(-3°)

孔径:

65mm

孔深:

120米

2、钻探示意图

断面图

平面图

3、探放水钻孔中线及坡度的标定

在掌子头后退3米巷道中间定一个点,以此点为基础,分别标定1#、2#钻孔的方位。

用标志牌标明两个钻孔的方位、坡度、设计钻探距离。

示意图

4、钻孔施工顺序

钻孔以1#---2#为顺序进行施工,如在打钻过程中,发现异常,立即停止钻进,汇报调度室及地测科,确定无威胁后方可继续钻进。

 

4.5局部防突措施的效果检验

消突措施实施后,采用工作面预测的方法(钻屑指标法)进行效检,当效检结果有效时,必须在保留2m的检验孔投影孔深超前距的条件下,采取安全防护措施后实施掘进作业,效检孔布置与区域验证钻孔布置方法相同。

具体细节请参照本设计4.3及4.4节。

4.6安全防护措施

4.6.1、个体防护

入井人员必须佩戴隔离式自救器和矿灯,自救器要能熟练使用,熟悉突出预兆。

作业过程中,发现突出征兆,作业人员必须立即停止工作,撤出施工区域和受威胁区域内的所有人员,及时关闭工作面及巷道内的电气设备电源,并尽快向矿调度室汇报。

工作面发生煤与瓦斯突出时,作业人员必须以最快的速度迅速向进风侧撤离,撤离中快速打开隔离式自救器并佩戴好。

情况危急时立即进入避难硐室或压风自救袋处,打开压风自救装置阀门呼吸新鲜空气,进行自救,等待救援。

现场人员必须尽快向矿调度室汇报,由矿领导组织指挥相关人员进行抢险救灾。

所有施工人员必须进行一次防突知识安全培训,经考试合格后,方可上岗作业。

4.6.2、压风自救设施

①、应在靠近掘进工作面25-40米安设一组,以后每隔50米安设一组压风自救,工作面皮带、轨道各安装2组。

压风自救系统具体安装要求:

每组安设6个自救袋,压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min;压风自救袋与喷嘴之间应用专用卡子卡牢,严禁铁丝绑扎;压风自救袋与喷嘴之间的闸阀必须正对巷道,便于开启、关闭;每组压风自救系统都必须与压风管相连且保证供风正常;每组压风自救系统自救袋与喷嘴连接处、喷嘴及喷嘴闸阀、压风自救系统横管连接处、横管通过高压软管与巷道内压风管连接处等连接点必须确保完好、牢固、不漏风;压风自救系统横管与巷道内供风管的连接软管必须使用高压软管;压风自救系统应平直吊挂在巷帮上,供风横管距底板1.8m;每组压风自救系统下方前后5m范围内不得存放材料及任何杂物、积水等影响正常使用。

②、生产队组负责日常管理,当出现管件破损或丢失附件时,防尘队负责及时补充,保证其完好。

4.6.3、避难硐室

应在皮带巷正前安设避难硐室,硐室采取挂网喷浆支护,避难所尺寸为:

长×宽×高=3.0m×3.0m×4.0m,避难硐室外口安设防突风门,防突风门开启的方向要与工作面回风流方向相反。

避难硐室内必须安设直通矿调度电话,并安设15个压风自救袋,每人供风量不得少于0.3m3/min,同时备有不少于15个隔离式自救器和足量的饮用水。

4.6.4、防爆水袋

应在三采3#皮带巷距工作面60m处向巷道掘进前进反方向安设隔爆水袋,每隔1.2m安设一列,共安设30列,每隔200m一组。

4.6.5、顶板管理

生产队组必须严格按照质量标准进行施工,顶,帮支护及时到位,严禁超循环作业。

  严格执行敲帮问顶制度.必须按作业规程的规定及时支护,严禁空顶作业。

  顶板松碎,过断层时,生产队组必须制定安全技术措施,要求缩短循环距离,加强顶板支护.防突队必须选派责任心强的防突员盯面,严格执行“四位一体”的防突措施。

  每一个进入工作面的人员必须佩带隔离式自救器,熟悉自救器的使用方法和本工作面安全撤离的避灾路线,掌握煤与瓦斯突出预兆的特点,突出预兆分为有声预兆和无声预兆。

  ⑴有声预兆:

  ①响煤炮.由于各采掘面的地质条件,采掘方法,瓦斯大小及煤质特征等的不同,所以预兆声音的大小,间隔时间,在煤体中发出的响声,有的像炒豆似的劈劈啪啪声,有

展开阅读全文
相关资源
猜你喜欢
相关搜索
资源标签

当前位置:首页 > IT计算机 > 电脑基础知识

copyright@ 2008-2023 冰点文库 网站版权所有

经营许可证编号:鄂ICP备19020893号-2