煤矿高位钻场施工安全技术措施
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2.4×2.6m锚杆支护,采用φ18mm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3.0×2.6m矩形规格,顶板铺网,采用φ18mm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ⅲ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2000≤b<3500ⅲ锚杆锚深1700间距800
2、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ⅲ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0.25—0.4m;
l2——锚杆外露长度,一般为0.1m
l二2×0.5+0.4+0.1二1.5m
(2)锚杆间排距计算,间排距相等:
a=[q/khr(1.5-1.8)]1/2
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25kn/m3;
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50mm×50mm棱形网,0.9×7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800±100,锚索孔距±1502锚杆排距800±100,锚索孔距±1503锚杆深度1750+0-50,锚索0-2004锚杆外露长度50≤505锚杆方向与井巷轮廓线角度90°≤15°6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mz—1.2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-120/320ⅲ型液压锚杆(索)钻机配合中空六方接长式钻杆和φ28mm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800×800mm)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15±5s,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100n?m,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200~300mm,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。①、绞车前后底脚各打4根φ18mm×1.8m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=300mm×100mm×20mm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。②、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60°~70°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mfd—100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2.47.283°4121.8ⅰ4-8辅助眼2.2113152.25ⅲ9-13底眼2.2114203.0ⅱ14-16
20-22帮眼眼2.213.23182.7ⅳ17-19顶眼2.26.6391.35ⅴ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=100×q掘×kj
=100×2.0×0.15
=30m3/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=4×nj
=4×20
=80m3/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=60s掘ma*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ma*——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),m2
qmin=60×13.2×0.25=198m3/min
由以上计算取最大值198m3/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pm3/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=198×1/(1-23×0.002)=207.54m3/min
6、按风速进行验算
按最低风速验算:
q掘≥15×s掘≥15×13.2=198m3/min;
按最大风速验算:
q掘≤240×s掘≤240×13.2=3168m3/min;
7、局部通风机安装地点验算:
q=q局×ii+q最低风速,m3/min
式中:
q局——局部通风机风量,m3/min;
ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数。
q最低风速——在局部通风机供掘进工作面风时,供风点保证最低风速的。运输巷最低风速为,0.25m/s.
q=160×1+0.25×60×13.2=358m3/min;
根据以上计算,考虑风机安设位置,确定该工作面需风量为198m?;/min,选用现有的fbdno6.3(2*22kw)对旋式局扇和直径800mm的柔性阻燃抗静电风筒为工作面供风可满足工作面需要。
三、局部通风机安装地点及要求和通风系统
1、风机安装在+850m轨道下山距+832水平车场向上20m处。
2、安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定:
(1)局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转。
(2)压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于20m;全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量,局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合有关规定。
(3)必须采用抗静电、阻燃风筒。
(4)双风机、双电源,有自动切换风机和自动分风装置。
(5)严禁使用3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工作面供风。
(6)使用局部通风机供风的地点必须实行风电、瓦电闭锁,保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。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电闭锁。
(7)使用局部通风机通风的掘进工作面,不得停风;因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员,切断电源。恢复通风前,必须检查瓦斯。只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可人工开启局部通风机。
制度大全-www.qiqUha.com.com篇2:钻场防突钻孔施工安全技术措施
一、工程及地质情况:
为了保证下一步11011胶带顺槽安全掘进,需对11011胶带顺槽底板巷释放钻孔,为防止在施工钻孔过程中发生事故,特编制本措施,会审后各单位认真贯彻执行。
二、施工单位:煤矿抽放队
三、钻孔施工安全措施:
1、必须按钻孔设计要求施工,严格掌握钻孔角度和开孔位置。
2、打钻时,打钻人员必须衣扣整齐,所有入井人员不得穿化纤衣服,工作时两金属物不准互相撞击,灯带系好,开钻后人与钻机保持一定距离,以保人身安全,钻机、水泵安设必须牢固防止翻倒及下滑伤人。在人工取下钻杆及加钻杆时,钻机的控制开关必须打到停止位置,不得违章作业。
3、在操作钻进过程中严格控制加压量,保证不因压力过大导致钻孔偏斜。
4、在打钻过程中出现动力现象(如顶钻、夹钻、喷孔等),必须停止打钻。
5、打钻过程中必须随时对孔口的瓦斯浓度进行检查,以钻孔为圆心,半径0.4m,距岩壁0.6m以外,瓦斯浓度不得超过0.8%,距岩壁0.2~0.6m以内,瓦斯浓度不得超过2%(距岩壁0.2m以内不做限制),否则必须停止打钻,撤出人员。
6、打钻地点设专职瓦检员,负责打钻地点的瓦斯检查,必须在打钻地点悬挂便携式瓦斯、一氧化碳、硫化氢报警仪,在每班检查瓦斯的同时,必须随时检查一氧化碳、硫化氢、二氧化硫等有毒有害气体。加强打钻施工地点的气体监测、检查。打钻地点专职瓦检员负责检查瓦斯情况,回风流中瓦斯浓度达到0.8%时立即停止作业,撤出人员并汇报调度室。
7、打钻地点20m范围内严禁存放油类、炸药、雷管等易燃易爆物品。
8、打钻地点压风自救装置无风、风量不足、消防设施、灭火器材及安全设施不到位时,严禁开钻。
9、所有入井设备防爆率必须达到100%。
10、打钻前要检查工作面围岩及顶板支护情况,要做到审帮问顶,按实际情况,钻机附近及时支护临时支柱,发现有活渣及时进行加固和清理,防止伤人。钻机要摆放平稳,打牢压紧。各类电气设备、管线、钻杆、工具要放在巷道的同一侧,并摆放、吊挂整齐。钻机及附近必须留有不小于0.5m宽的人行避灾通道。
11、每次打钻前后都派一名专职电工负责钻机的维护工作,同时保证打钻地点的所有电气设备、电缆完好,所有电气设备必须防爆。
12、打钻地点设监测探头,并按规定悬挂和调校,当瓦斯超限时能立即断电。打钻地点上齐风电闭锁及瓦斯电闭锁保护。
13、每班打钻人员由当班组长填好打钻记录,并认真填写,做到详细准确。
14、施工地点所有人员必须听从瓦检员指挥,瓦检员不在现场未经检查瓦斯不得作业,发现问题及时处理。
15、入井人员必须佩戴隔离式自救器且矿灯完好防爆,防爆率达100%。
16、油泵电机必须达到防爆要求。
17、打钻过程中要注意观察钻孔的返风情况,人员避开钻孔方向,防止喷孔伤人。
18、钻机操作时要严格控制最大钻进量和旋转压力,匀速加压,稳压钻进,避免突然加压或压力忽大忽小,匀速加压,稳压钻进,避免突然加压或压力忽大忽小,严禁为赶进度而强行加压钻进。
19、现场人员(包括瓦检员在内)必须熟知突出预兆,如瓦斯忽大忽小、顶板压力大、有煤炮声、严重喷孔、顶钻夹钻等,发现预兆及时断电撤人并及时汇报调度。
20、机电部门要保证打钻地点电气设备的本质安全,钻机下井前,机电部门负责防爆检查、不合格严禁入井。
21、打钻期间,确保打钻地点必须安装压风自救系统,并保证运行可靠,压风自救系统每班设专人检查,确保可靠后方可作业。
22、打钻地点必须配备两个干粉灭火器、灭火沙箱和黄泥,钻机操作人员必须学会并熟练使用灭火器,在打钻施工中一旦出现冒烟着火等紧急情况,要立即使用灭火器和沙进行灭火,或用黄泥堵塞孔口,当发生大火不能扑灭时,立即沿避灾路线撤离并汇报调度室。
23、上一班要将钻孔施工情况、存在问题向下一班交代清楚。
24、打钻过程中要设专人观察,发现异常情况,如钻孔停止排出压风、冒烟着火、有毒有害气体涌出、喷孔等必须停止打钻,停电撤人,采取措施进行处理,并向处调度室汇报。
25、在煤体钻进时,当发生喷孔时,必须立即停止作业,进行瓦斯释放,只有当瓦斯释放1小时后方可重新开钻。
26、打钻过程中要反复进退钻杆,倒出钻屑,掏空前进,并注意观察钻孔是否正常返风,防止摩擦产生高温引燃瓦斯、煤尘。钻进确实困难时,不准硬磨,应停止打钻,另换位置或采取其它措施。
27、打钻地点附近必须安装直通处调度室的电话并确保完好,发生紧急情况,必须立即向处调度室汇报。
28、施工单位必须有管理人员现场跟班,现场指挥,确保生产任务的完成及安全生产。
四、通风、瓦斯、防尘管理
1、保证打钻地点风流畅通,风量不得低于250m3/min。
2、钻孔施工时,瓦检员负责随时检查施工地点20m范围内有害气体情况。当二氧化碳浓度大于等于1.5%时要立即停止工作,瓦斯浓度大于等于0.8%或有突出预兆,要立即切断电源停止工作,撤出人员。
3、钻机等设备或开关附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止钻机运转,撤出人员,切断电源,进行处理。
4、因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电气设备都必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时,方可人工送电开动机器。
5、钻进过程中瓦检员要随时检查钻孔中的瓦斯变化情况,钻孔结束后要详细检测钻孔内瓦斯浓度,瓦检员每日对所有释放钻孔检测1次,检测位置在孔口以内200~400mm,并填好瓦斯浓度检测表。
五、机电防爆管理
1、保证工作面及打钻地点电气设备完好,必须采用隔爆型电气设备并达到防爆要求,工作面瓦斯电闭锁保证灵敏可靠。
2、机电设备必须上架,挂标志牌,施工地点电缆吊挂整齐。
3、巷道内所有电气设备,必须设专人负责检查、维修和调试,使用中的防爆电气的防爆性能每天检查一次,并留有记录和数据作为备查,杜绝失爆现象发生。
六、应急处理措施
1、当发生喷孔和瓦斯超限时,打钻负责人要命令立即停止钻进、切断电源,沿避灾路线把沿途所有人员撤到安全地点,并向调度室汇报。
2、当发生CO、H2S气体超限及其它异常情况时,打钻负责人要命令立即停止钻进、切断电源,沿避灾路线把沿途所有人员撤到安全地点,并向调度室汇报。
七、其它安全防护及自救措施
1、要加强监控系统的维护,每7天对瓦斯探头进行标校一次,试断电一次,确保瓦斯探头灵敏可靠。
2、所有进入施工地点的人员,必须会使用隔离式自救器。
3、打钻地点附近20m内必须安装压风自救系统,压风自救装置的数量应满足人员最多时的需要。
4、所有入井人员,必须学习安全技术措施及有关突出知识,熟悉突出预兆及避灾路线。
5、施工人员一旦遇到突出事故,要迅速打开自救器,沿避灾路线撤离现场。
八、措施说明
1、本措施未尽事宜,严格按《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出细则》执行。
2、其它安全措施按作业规程执行。
九、避灾路线
打钻地点遇火、瓦斯、煤尘及突出灾害时避灾线路:打钻地点→东翼第二中部车场→东翼轨道大巷→副井底→地面。
打钻地点遇水灾时避灾路线:打钻地点→东翼第二中部车场→东翼轨道大巷→副井底→地面。
篇3:X回巷钻场安全措施
一、工程概况
在12061回风顺槽掘完后,为了满足以后采面的安装,在12061切眼上口掘绞车硐室。为保证施工期间的安全,特编制此安全技术措施,施工人员务必遵照执行。
二、施工前准备
1、由施工单位在施工地点将风水管加设三通,并进行试通。
2、由施工单位把支护材料、工具运到施工地点附近不影响行车、行人的宽敞地点分类堆放整齐。
3、施工前,由地测队根据技术部通知要求画出所掘硐室位置。
4、施工前,由通风工区对所掘硐石进行防突考察,确认无突出危险后,方可施工。
三、施工方法
1、施工时采用放炮掘进,不得使用综掘机掘进。
四、施工技术要求
1、所掘硐室尺寸:长×宽×高=3m×3.5m×2.5m(硐室底板与回风顺槽底板齐平)。
2、掘进前在硐室中线点及左右肩窝处各打一根锚索进行支护,锚索直径φ=15.24mm,长度l=7.3m,托盘规格为200mm×200mm×12mm,间距为2m,锚索外露长度为100mm,并及时张紧。
3、硐室顶、帮采用钢筋网加树脂锚杆进行支护,顶板锚杆直径φ=20mm,长度l=2.5m,,锚杆间排距均为800mm,帮上锚杆直径φ=20mm,长度l=2m,锚杆间排距均为800mm,外露长度在30-50mm之间,锚网必须搭接100mm,且搭接处必须扭接完好。
4、在硐石内,延硐室中心线加打2根锚索对顶板加强支护,锚索直径φ=15.24mm,长度l=7.3m,托盘规格为200mm×200mm×12mm,间距为2m,锚索外露长度为100mm,并及时张紧。
5、硐室外边缘锚网必须和巷道的锚网搭接100mm,且搭接处必须扭接完好。
6、如炮后顶板煤层较破碎,锚杆锚网及锚索不能有效的支护顶板时,可以把顶板煤层放掉后,沿顶板掘进。
7、所掘硐室位置:现在迎头上帮(见附图)
五、安全措施
1、设专职瓦检员对工作地点前后20米范围内的瓦斯进行检查,只有瓦斯浓度在0.8%以下时,方可进行施工作业。施工的班组长必须佩带报警值为0.8%的便携式甲烷报警仪。
2、施工前由施工单位把风水管、风筒、电缆及综掘机撤回到硐室往后5米范围;放炮前由瓦检员把瓦斯探头提回硐石5米外,炮后提回硐石外。
3、施工前及施工过程中严格执行“敲帮问顶”制度,“敲帮问顶”时,施工人员必须站在支护完好,退路畅通的安全地点使用长柄工具进行。
4、放炮采取多打眼、少装药、放小炮配合手镐进行施工。所打炮眼深度不得超过1.8m,装药量不超过3节,且必须按规定使用好水炮泥,剩余部分用黄泥填满封实,严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮泥。
5、必须正向装药、正向起爆,严禁反向装药、反向爆破(放炮员负责)。
6、放炮员必须由经过专门培训合格的人员担任,且持证上岗,严格执行“一炮三检查”及“三人连锁”放炮制度。
7、放炮撤人、停电及警戒。
(1)、停电范围:由当班电工在121石门停掉矿编号为2080#和2108#闭锁开关,断掉12061回风顺槽的所有动力电源和综掘机电源,确认开关手把打到零位锁死后,挂上“有人工作,严禁送电”警示牌,并设专人看守后,汇报调度室,由当班瓦检员负责监督。
(2)、撤人站岗范围:
放炮按普通放炮管理,撤人警戒距离直线巷道不得小于100米,拐弯巷道不得小于75米,警戒区域内不得有人。(附放炮警戒示意图)
8、严格执行《12采区总回管理制度》。
9、放炮前由班组长配合当班瓦检员把12061回风顺槽内所有人员撤到12061回风顺槽防突风门外进风侧,停电、撤人警戒完毕后由当班瓦检员汇报调度室,得到调度室允许后方可放炮。(附放炮撤人警戒图于后)
10、放炮前,由现场安检员对施工地点进行详细检查,只有在确认无安全隐患后,方可进行放炮。
11、放炮后,由现场安检员对施工地点的顶板和煤壁进行详细检查,只有在确认支护到位、无安全隐患后,方可进行下一循环施工。
12、放炮母线与母线连接必须用接线盒。母线与脚线、脚线与脚线之间必须用绝缘胶布包扎好,严禁出现明接头。
13、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指导下进行,并应当班处理完毕。如果当班未能处理完毕,当班放炮员、班排长必须在现场向下一班放炮员交接清楚。处理拒爆、残爆时,必须遵守下列规定:
⑴、由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆;
⑵、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。
⑶、严禁用打眼掏药、镐刨、手拽、压风吹的方法处理瞎炮,严禁将炮眼残底继续加深。
⑷、处理拒爆的炮眼爆炸后,放炮员必须详细检查炸落的煤矸,收集未爆的电雷管;
⑸、在处理拒爆完毕以前严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
14、放炮员严格执行火工品的领退制度,剩余的火工品及时交回炸药库。
篇4:X工作面高位钻场掘进安全措施
概述:
我单位将掘进3006(外)上顺槽高位钻场,该钻场位于3006(外)上顺槽,开口于32n30点向上顺槽方向10m位置下帮,掘进方位角为97°12′,为确保施工期间安全,制定安全技术措施如下。
附图1:3006(外)上顺槽高位钻场开口位置示意图
一、?开口前准备工作:
1、地测科要及时送掘进中线。同时做好相关地质安全预测预报,并以书面形式送达煤三队。
2、煤三队提前做好开口前的设备安装和材料准备工作,开口必须严格按照地测科给定的中线施工。
3、开口前及时通知通防科进行区域验证,在验证参数正常情况下方可允许开口施工。
二、施工方案:
1、开口处目前为4.1m×2.8mu36型棚支护,开口时用一根3m工字钢配合4个专用卡子将4棚∪型棚棚梁固定牢固,然后去掉中间一根∪型棚腿,然后直接向前进行架棚作业。
2、开口时,由u型棚柱根向上500mm位置开始向前架棚。开口掘进时按30°起坡。掘进21.2m后,坡度改为±0°掘进6m,并向切割方向扩刷至4m宽作为钻场平台。
附图2:3006(外)上顺槽高位钻场剖面示意图
3、采用刮板运输机将煤运至3006(外)上顺槽刮板运输机内,通过运输线外运至煤仓。
4、掘进产生的矸石通过刮板运输机运至3006(外)上顺槽内,人工将矸石装入矿车运输升井。
三、设计及支护要求:
1、巷道设计
设计长度为27.2m,设计掘进坡度为开口+30°起坡,掘进21.2m后±0°掘进钻窝,钻窝设计长6m。
2、支护要求
(1)斜巷段首次掘进采用宽×高=2800mm×2500mm的可缩性近似半圆拱u29型钢棚支护,下岔角为80°,棚距为700mm,十卡六拉,顶梁、柱腿各两根。帮、顶铺设金属菱形网,网与网之间用冷拔丝螺旋扣扣相连,网与u型棚之间背设背木11根,每帮4根,顶梁3根;
附图3:3006(外)上顺槽高位钻场斜巷段u型棚断面支护图
钻窝设计为矩形断面,支护方式为锚网;断面宽×高=4400mm×2200mm;采用直径×长度=20mm×1800mm的树脂锚杆配合长×宽=8500mm×768mm的8#金属菱形网锚固帮、顶,锚杆间排距为700mm×700mm;
附图4:3006(外)上顺槽高位钻场钻窝断面支护图
钻窝内起锚高度为1000mm钻场施工完成后,采用直径不小于180mm的木棚支护将斜巷段u29型棚支护断面替除,支护规格为梁×柱×柱:2400mm×2200mm×2200mm,净高2000mm,净宽2600mm,木拉条6根,顶梁2根,两帮柱腿各两根。
附图5:3006(外)上顺槽高位钻场斜巷段替棚断面支护图
四、?安全技术措施:
1、通风、瓦斯管理
(1)钻场掘进期间,采用原上顺槽掘进期间的fbdno6.3/2×30kw型对旋式局扇风机供风,局扇开单组正常工作时有效风供风量为240~360m3/min,选用矿用阻燃抗静电风筒ф500mm。
(2)掘进头风机必须是双风机双电源,且能自动倒台,每班至少对风机倒台进行一次试验,每班设专职电工看管风机,看风机人员必须现场交接班。
(3)掘进工作面、回风瓦斯传感器报警浓度为≥0.7%。断电浓度为≥0.8%。当巷道瓦斯浓度<0.7%时,方可恢复巷道供电。掘进工作面瓦斯传感器安设在距掘进工作面正前煤壁3~5m范围内风筒对帮,回风瓦斯传感器安设在距回风口10~15m范围内风筒对帮。瓦斯传感器吊挂位置:距巷道支架顶梁圆弧的1/2处吊挂(风筒对帮),断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电器设备电源。
(4)掘进工作面爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.7%时,严禁爆破,掘进工作面、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,查明原因,进行处理。
(5)区队长、班组长、流动电钳工,以及区队管理人员下井时必须携带瓦斯便携仪。
(6)监控设备失灵,断电,必须停止作业掘进巷道所有人员撤至全风压新鲜风流中,
(7)超限报警时处理程序
①瓦斯的浓度达到≥0.7%时必须停止作业查清原因,并通知该区域瓦斯员和安全巡检员到达报警地点。由瓦斯员现场执行,并进行处理。当瓦斯降到0.7%以下时方可生产。
②瓦斯的浓度达到≥0.8%时必须停止作业、切断所有非本质安全型电气设备电源、查清原因,并通知该区域瓦斯员和安全巡检员到达报警地点。由瓦斯员现场执行,并进行处理。当瓦斯降到0.7%以下时方可生产。
2、顶板管理
(1)每次进入掘进工作面及爆破后,必须先敲帮问顶,并且对施工地点支护完好情况认真进行全面检查,发现安全隐患后必须立即处理,及时找掉活矸活煤,严禁留有伞檐和额头煤(岩),严防煤(岩)冒落伤人。
(2)掘进过程中,如发生迎头煤壁片、落,柱头以上采取打木锚杆控制顶煤,锚杆深入煤壁不得小于1m。间距可根据煤质情况可以适当调整,以控制好顶煤及两肩窝为原则。
(3)初次架棚:扩刷断面后,栽两帮柱腿,并将其固定好,准备上梁;上梁时,多人抬梁时,要协调配合好,先上一端,然后迅速用u型卡缆固定牢固,再上另一端;拱梁上好后,帮顶铺设菱形网,最后用半料将帮顶背实。
(4)替棚期间坚持执行好“先支后拆”,由外向里逐棚进行的原则进行。
(5)拆除旧u型棚螺栓期间施工人员严禁正对卡缆螺栓,防止螺栓崩弹伤人。
(6)替棚作业期间,出现空帮、空顶现场要及时使用煤袋或煤、矸块填严背实,不得出现空帮、空顶隐患。
(7)斜巷段超前支护设计:架设4棚后开始使用,选用2根3m长п型梁,配合四条单链作为临时支护。每次放顺帮炮后,对巷道断面的正顶刷顶,待顶刷好后,先敲帮问顶,前移超前支护,使п型梁一端抵住未扩刷的断面,并把超前支护打紧背牢栓好防倒绳,将所架u型棚梁及网担在超前支护的п型梁前端,联好网、背好顶,同时把临时支护所托的梁的顶拉杆与后面的永久支护的梁连接上牢,然后再挖柱窝栽腿,调好中线后上紧柱腿卡子、拉杆,最后用半料将帮、顶背实。
(8)平台段超前支护设计:进入平台施工4排锚杆后开始使用,采用4个专用卡子配合顶部施工好的外露锚杆以及2根3m长的π型梁作为超前支护。每次放顺帮炮后,对巷道断面的正顶刷顶,待顶刷好后,先敲帮问顶。然后铺设顶网,前移超前支护,使п型梁一端抵住未扩刷的断面,并把超前支护与顶网之间使用板料或背木打紧背牢,然后才可以进入提前支护好的顶板下进行打锚杆作业。如巷道较宽2根π型梁满足不了提前护顶时,可采取增加π型梁数量达到保证顶板安全要求。
(9)冒顶处理方法:
①直接支架法:在巷道围岩已经稳定,冒落岩石又不多,冒顶范围约2~3m,可采用此法。即先敲帮问顶、临时支护,在两帮掏出柱窝,然后立好柱腿,紧接着架设顶梁,把帮顶背实,最后清理矸石。再往前依次照上述程序操作,直至处理完毕为止。
②撞楔法:当巷道冒落岩石很碎时,可采用此法。即在冒顶的地方先用撞楔向冒落碎岩石深处打入,在撞楔的保护下,清理冒落的岩石,然后架设新支架(撞楔的材料可选用钢轨或小圆木)。
③处理冒顶注意事项:
a、必须保证巷道正常通风;
b、待帮顶稳定后,加固邻近支护;
c、检查冒顶处瓦斯,严禁超限作业;
d、坚持“敲帮问顶”制度;
e、派有经验的职工绞架和专人观顶。如顶煤破碎严禁人进入空顶内,处理方法为在已架设的棚顶填500mm厚的半料或煤袋进行处理。
3、综合防尘
(1)爆破前后,附近20m的巷道必须洒水降尘,放炮前并将回风水幕打开。
(2)班组长、跟班干部要现场指挥安全生产,现场处理安全隐患;每班施工完毕必须把施工地点的浮矸、浮煤清净,保持巷道整洁,严禁煤、岩尘超标。
①作业人员佩带防尘口罩;
②爆破使用水泡泥;
③爆破时使用喷雾;
④装煤时洒水降尘。
爆破
(1)开口施工必须坚持放小炮,并且对开口附近5m范围内的u型棚螺栓进行紧固。
(2)开口施工保护好附近管线、电缆、风筒、设备等。采取落地、掩盖、转移、等保护措施,严防崩坏。
(3)爆破作业必须执行“一炮三检”、“四人连锁”放炮制度。
(4)装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破:
①采掘工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,或者支架有损坏,或者伞檐超过规定。
②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.7%。
③在爆破地点20m以内,矿车、未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。
④炮眼内发现异状、温度骤高骤低,有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。
⑤掘进工作面风量不足,严禁爆破。
⑥出现过期和严重变质的爆破材料严禁爆破。
(5)爆破前,必须保护好电缆、开关、电机、风筒等,能移走的电器必须移至安全地点,移不走的用板料、废皮带等物料掩盖好,严防崩坏设备。
(6)爆破工必须依照爆破作业说明书进行爆破作业。不得使用过期和严重变质的爆破材料。起爆地点必须有直通调度室的电话以及足够数量的压风自救装置。
(7)掘进巷道卧底、刷帮、挑顶浅眼爆破炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:
①炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破。
②炮眼深度为0.6m~1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
③炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。
④工作面有2个或2个以上自由面时,在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m,在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时,最小抵抗线和封泥长度都不小于0.3m。
⑤探眼不能做炮眼使用,探眼、释放孔及其它孔洞,在装药前要用炮泥封实,长度不小于炮眼深度的1.5倍。
(8)放炮前煤三队跟班干部向调度室汇报,确保回风巷内无人巡查巷道或整修),后方可继续进行放炮作业。每个放炮岗位必须由班组长或跟班干部亲自布岗、撤岗,每个岗位必须严格执行“去二回一”制度,站岗人员要必须站在顶板安全或有护身措施的安全地点。
(9)3006(外)上顺槽高位钻场掘进全煤时,远距离放炮站岗位置为4个,1#岗设在32轨道二级提升风门(进风侧);2#岗设在32轨道二级提升与3202变电所交叉口向下(新鲜风流中):3#岗设在30042运煤巷与32采区顶板回风巷交叉口;4#岗设在3006(外)下顺槽与32采区运输下山二车场交叉口;起爆地点设在1#岗,以上站岗地点距爆破地点均不小于300m。爆破前机电工负责将工作面、运输线电源及回风侧站岗范围内的所有非本安型电气设备电源切断,并严格执行停电挂牌制度。其它通往回风巷的地点由通风区设置栅栏,严禁人员通过。爆破前必须向矿调度请示,经允许后方可爆破;进入全岩后,按照爆破岩石撤人距离执行,既将人撤至距离起爆地点向外拐弯75m以外的安全地点。站岗人员必须在站岗位置拉警戒线,挂警戒牌并坚持谁布岗,谁撤岗。
附图6:3006(外)上顺槽高位钻场全煤断面远距离爆破站岗位置示意图
5、超前钻探
(1)3006(外)上顺槽高位钻场掘进过程中探眼布置为1个,原则上全煤断面深度为13m(超前10m)。全岩断面深度为3m(超前2m)。布置在巷中距底1000mm的位置,所打角度与巷道掘进腰线平行;所打探眼无异常时,方可正常掘进。
(2)所打探眼严禁装药,封泥长度:大于爆破炮眼深度的1.5倍。
(3)施工期间必须注意观察,发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中出水,以及有顶钻等异状时,必须停止钻进,但不得拔出钻杆,现场负责人应立即向矿调度室报告,并派人监测水情。如果发现情况危急时,必须立即撤出所有受水威胁地区的人员,然后采取措施,进行处理。在上级部门指导下确保无突水危险后,方可施工作业。
(4)掘进工作面或其它地点发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水征兆时,应当立即停止作业,报告矿调度室,并发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。在原因未查清、隐患未排除之前,不得进行任何采掘作业。
6、其它
(1)由于斜坡度为+30°,必须将人行道与溜(煤)矸道分开,防止煤矸滚落伤人。斜坡段必须安设挡煤矸装置,每隔2~3m打一根点柱(点柱可采取液压柱或u型钢点柱)配合高度不小于700mm的金属菱型网,跟进掘进头不得超过5m。网与每根点柱之间必须使用8#铅丝上、下栓紧。
(2)钻场下口要设坚固的挡煤矸装置,防止矸石冲到上顺槽伤人。在上顺槽通过钻场口安全地点安排专人站岗,出煤矸期间严禁人员通过;如果过人,必须先停止出矸,确保安全后才能从上顺槽经钻场下口通过。
(3)由于30°上坡巷道上山角度较大,所架棚迎山角按4~5°迎1°架设。架棚不得出现退山。
(4)掘进头的大块煤、矸石必须打碎后方可运出。
(5)由于钻场掘进坡度较大,必须要防止∏型梁下窜伤人,每根∏型梁与顶网之间至少要有两根尼龙绳连接,并拉紧绷直。
(6)防止人员进、出钻场期间摔倒,斜巷段人行道侧距离地面1.5m处安设一根棕绳,作为扶手。
(7)高位钻场施工期间必须提前与调度室、采二队联系明确,以保证工作面与高位钻场不同时生产。
7、安装刮板运输机安全技术措施
(1)施工负责人认真检验施工所用起吊工具手拉葫芦大、小链是否有滑链现象,链环连接是否完好,不得有裂痕、腐蚀、损伤等问题,否则立即更换;检查钢丝绳绳套或40t大链不得有损伤和锈蚀,钢丝的断面积与钢丝绳总断面积不得大于10%。
(2)施工负责人认真检验电动机、减速机、刮板运输机型号、技术参数是否符合要求,检验完好无误后提前运至施工现场。
(3)施工负责人应将施工用的3t手拉葫芦1个、40t单链10挂、挡煤板、qbz开关1台、信号线、电缆(长度根据所铺槽的长度确定)等工具材料准备齐全,并提前运至施工现场。
8、拆铺刮运输机注意事项
(1)拆刮板输送机掐链时,按以下要求执行:机头压柱要牢靠,机头上所有危及安全的转动部分必须要有保护罩,按钮要灵活可靠。掐链工作必须是由维修工和有工作经验的工人来完成。拆刮板输送机机头时开关必须停电落锁并挂上“有人工作,严禁送电”标志牌。
(2)铺槽、运送大链的作业人员必须相互照应,搞好自主保安、互助保安,严防磕手碰脚。
(3)安装刮板运输机机头时,必须由机电班长统一指挥,输送机试运转前,必须打好机头、机尾压柱。所有压柱都必须拴好防倒小链(绳),以防压柱翻倒发生事故。
9、刮板运输机电气操作安全
(1)安装期间必须安排专职电工看管风机,并现场交接班。
(2)井下电钳工必须随身携带瓦斯便携仪。
(3)接电源前,必须将闭锁开关停电,停闭锁上级电源,并挂停电牌,设专人看管。并严格执行电器设备开盖、验电、放电前必须先检查瓦斯,只有瓦斯浓度在0.7%以下方可操作;维修开关时必须一人操作,一人监护,严禁一人操作。
(4)开关停电必须执行停电工作票制度,严禁约时停、送电,做到谁停电谁送电。停电开关必须落锁、挂牌,并专人看管。
(5)电气设备停电后开盖必须进行验电,验电必须使用耐压等级相适应的验电笔进行验电。
(6)验电后确认无电后必须进行放电。放电时必须使用专用放电线进行放电;使用放电线时必须先接接地端,再接导体端;拆时顺序相反。
(7)接电气设备电缆或停电维修开关时,必须使用专用三相短路接地线将电源侧三相导体端短路接地;使用专用三相短路接地线时必须先接接地端,再接导体端;拆时顺序相反。
(8)严格按照负荷大小调整电气保护装置的设计整定值。严禁任意调整。供电系统发生故障后,必须查明原因,找出故障点,排出故障后方可送电,禁止强行送电或用强送电的方法查找故障。
五、根据地测科下达安全采掘通知书内容显示,该钻场开口时与30042运煤巷相距16m(岩石)。掘进期间两巷相距最近距离为13m,其中岩石4m,煤8m。为确保施工期间安全,开口前必须将30042运煤巷交叉点u型棚螺栓进行加固。并且每次放炮前、放炮后安排专人到对方巷道检查支护情况,发现隐患后立刻停止施工,待将隐患处理至安全状态后方可允许继续掘进。
六、未尽事项按《3006(外)切割及上顺槽掘进作业规程》内容执行。
篇5:X回风巷钻场更换分配器安全措施
一、工程概况
703回风巷各个钻场现分配器为12个孔,钻场内施工钻孔17个,其中5个高位孔联在小分配器上与主管相接,现将12个孔的分配器更换为17个孔的分配器,这确保安全,制定本安全技术措施。
二、施工方案
在703回风巷由外向里逐个钻场进行分配器更换。
三、劳动组织
由通灭队组人员进行施工。
四、安全技术措施
1.当班瓦斯检查员对该钻场进行瓦斯检查,确认瓦斯深度在1%以下时,方可进才更换工作。施工人员在更换分配器期间要将报警警浓度为1%的瓦斯便携式检测仪悬于钻场距巷顶200mm的地方。出现便携仪报警,停止工作采用风障向钻场内导入风流进行稀释。
2.更换前由班长向矿调度进汇报,同时松开703回风巷内被更换分配器钻场以里第2节抽放管接头螺丝和掐开被换分配器钻场内原分配器上任意一个孔,以抽空管道内和分配器内残存的瓦斯。而后关闭703回风巷主管路上的总控制闸门和上紧被松抽放管接头螺丝,然进行分配器拆除更换工作。
3.拆除旧分配器时要依次单个从分配器上与铠装管相连处掐开,并用麻布塞堵与抽放孔相连的铠装管头,确保钻场内瓦斯浓度小于1%。
4.拆除旧分配器工作完成后,先将新分配器上的小闸阀逐个关闭,并在钻场内吊挂固定好后,再依次单个联接钻场内与抽放孔相连的铠装管,铠装管与分配器连接处要用12#铁丝扎绑,不得出现漏气现象。
5.抽放孔与分配器联接好后,要逐个打开分配器上的小闸阀,并要认真仔细检查,确认无误后,向矿调度汇报,打开703回风巷抽放管路上的总闸阀,且再次进入该钻场进行检查,对于联接不好出现漏气的接头进行及时处理,确保钻场抽放孔抽放良好。
6.其它未尽事宜严格执行《煤矿安全规程》及相关规定。