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煤礦頂板自災因素防治

作者:趙振勝 2014-04-14 來源:本站原創

  麒麟煤礦頂板自災因素防治

  麒麟煤礦 趙振勝

  摘要:該文03manbetx 了麒麟礦井田的頂板情況,包括頂板岩性、發育情況以及可能發生頂板02manbetx.com 的區域,提出可行性的頂板防治措施,確保了安全生產。

  關鍵詞:礦井 頂板因素 防治

  1、影響礦山壓力顯現基本因素03manbetx

  主采煤層的頂板多為灰岩、粉砂岩,一般情況下在無水影響下,亦基本穩定。冒頂片幫易發生在采掘工作麵。回采工作麵主要是上、下端頭和靠近煤壁處;上、下端頭由於空頂麵積大,應力較集中,支護較困難,因而易產生冒頂;靠近煤壁處因煤壁片幫,支架支護不及時,受周期來壓的影響,頂板破碎而產生冒頂。掘進工作麵是因為放炮後巷道圍岩鬆動,支護不及時,往往易產生冒頂和片幫。

  2. 影響礦山壓力顯現的地質及生產技術因素03manbetx

  (1)影響礦山壓力顯現的地質因素

  1) 斷層

  斷層破壞了煤層和頂板的完整性,而且在斷層兩側形成破碎帶,容易發生局部冒頂或垮麵,致使初步來壓與周期來壓步距改變,增加頂板管理的複雜性。

  工作麵遇斷層時頂板冒頂的危險程度與斷層走向和工作麵交角有關。交角越小越不利,傾斜斷層要比走向斷層危險。

  工作麵由斷層下盤向上盤推進遇到傾斜斷層時,過斷層之前容易發生冒頂。當工作麵由斷層上盤向下盤推進時,在工作麵過斷層後一段距離內,也易發生冒頂。

  工作麵遇走向斷層時,通常也是斷層麵下方為冒頂危險區。

  井田內次級褶曲不發育,但斷裂構造較發育,發現斷層20條,即:F1、F2、F7 、F9 、F10 、F11、F12、F13、F14、F15、F17、F18、F19、F21、F22、F23、F25、F26、F403-1、F403-2斷層,其中,F12、F21、F23、F25、F26、F403-1、F403-2斷層對煤層有一定的破壞。

  2) 褶曲

  從煤礦生產實踐來看,大褶曲構造隻是使煤層傾角發生變化,對工作麵頂板壓力的影響不是很明顯。對工作麵生產有影響的是小褶曲。小褶曲可能使頂板局部破碎,易於發生局部冒頂。當褶曲傾向和工作麵推進方向一致時,工作麵忽而采上坡,忽而采下坡,也會造成頂板管理困難。在采下坡時,采空區垮落岩石可能衝向工作麵,撞倒支架,引起冒頂;此時必須打斜撐加強支護。

  3) 擠壓

  煤層受擠壓作用局部變厚或變薄的地帶,擠壓在平麵圖上成圓形或橢圓形,麵積有十幾平方米到百餘平方米不等。

  工作麵通過煤層變薄帶,由於頂板岩層下壓極易離層和破斷,並可能發生頂板短時急劇下沉現象,這些都是造成冒頂的地質因素。

  4) 破碎帶

  岩石和煤層突然變得破碎的地帶。破碎往往與擠壓因素有關,也可自然生成。工作麵經過破碎帶將給頂板管理帶來許多困難。

  5) 衝刷

  衝刷是成煤後水流侵蝕了岩層或煤體,而後又充填了被侵蝕的地方。衝刷對礦壓的影響很大。有些頂板本來是頁岩,由於衝刷作用,頁岩被堅硬的砂岩所代替,岩性發生了變化,本來容易放頂的岩層成為不易垮落的頂板,采空區大片懸頂對工作麵構成了威脅。此外,衝刷後先成岩層和原來頂板接觸的邊緣地帶,由於兩種岩石接觸麵可能離層而容易冒頂,在支護上必須注意,並采取相應措施

  6) 節理、裂隙

  與局部冒頂有關的節理、裂隙有多種:如兩組相對傾斜方向相交而成的人字形裂隙;圓的象一頂草帽蓋在煤層上的草帽裂隙;節理、裂隙切割的岩塊象大鍋一樣且底麵光滑的鍋底狀裂隙。人字形裂隙切割的三角岩塊,煤采出後易脫落造成局部冒頂。草帽裂隙的底麵積較人字形裂隙大,其危害性與人字裂隙同。這兩種節理、裂隙的長軸處於沿工作麵推進方向時,離層後易整體垮落,有時把支架推倒,發生大冒頂。鍋底狀節理邊緣頂板破碎,容易漏矸和局部冒頂。

  頂板被四周裂隙切割成長方形或菱形等的遊離岩塊,這種六麵體遊離岩塊,特別是厚度1m左右的,最易脫落傷人。

  發育的直立裂隙有時切割全部直接頂,並可能向上延深到老頂內。煤層采出後,被裂隙切割的一端的頂板下沉,裂縫變寬,易發生掉碴掉粉現象。有時直立裂隙又是岩層水的通道,使工作麵產生淋水。直立裂隙不僅能改變直接頂的垮落步距,也可能改變老頂垮落步距。平行工作麵的直立裂隙常常在回柱時切斷工作麵頂板,推倒工作麵支架,發生大冒頂。

  直立裂隙近似直角。具有傾斜角的裂隙稱為斜裂隙。斜裂隙傾向采空區時易造成片邦;傾向煤壁時易造成傘簷或探頭煤。

  傾向煤層的斜裂隙易使頂板在控頂距內產生台階錯動,在頂板具有含水層或老塘積水條件下,回采空間淋水增大,惡化工作條件,降低直接頂岩石強度,並使支架受到側向推力,容易造成冒頂。

  當節理麵走向與工作麵線接近平行且工作麵推進方向與節理麵傾斜方向相反時,煤壁容易片邦,頂板緩慢沉降,工作空間冒頂02manbetx.com 少。當工作麵推進方向與節理麵傾斜方向一致時,片邦不明顯,頂板岩石大塊錯動,工作空間容易發生冒頂,頂板管理困難。節理麵走向與工作麵線的夾角大於45°時,頂板就如懸臂梁,將沿切頂線垮落,工作空間冒頂可能性很小。在使用仰斜長壁采煤法工作麵線與節理走向接近平行時,煤壁在支承壓力作用下,易於大塊壓出,片邦嚴重,並且在生產過程中頂板水將沿節理和裂隙流入工作麵,使生產條件惡化。

  7) 陷落柱

  陷落柱的直徑從幾米到幾十米不等,柱內是由煤塊、岩塊和其它雜質膠結在一起的鬆散體。工作麵遇陷落柱時,必須采取措施,防止冒頂。

  8) 層理

  層理是煤係岩層沉積過程中,由於沉積物成分、粒度和膠結物的變化而形成的岩層分界麵。分層麵之間的粘結力小,受采動影響容易產生離層裂隙。

  層理麵不僅造成離層,而且在岩層彎曲下沉過程中還會出現層理麵錯動。錯動對工作麵支架產生橫向推力,易引起支架的歪斜和傾倒,甚至導致冒頂02manbetx.com

  9) 采動裂隙

  采動裂隙是由煤壁前方的支承壓力所引起的,也叫做“壓力裂隙”。這種裂隙往往超前於煤壁5~15m,與工作麵平行而傾向於煤壁。裂隙麵的傾角與岩石性質軟硬有關,軟岩石中裂隙麵傾角為55°,硬砂岩中可達65°~80°。

  當工作麵對著裂隙的傾向推進時,壓力裂隙常與節理裂隙互相交切,使頂板中形成楔形岩塊,造成局部冒頂02manbetx.com 。如果工作麵推進方向與節理傾向一致,在采動影響下可能使節理裂隙進一步擴展,出現張開的裂縫或頂板台階式下沉。如果不采取措施,會發生大冒頂。

  10) 頂、底板岩石的物理性質

  頂底圍岩的物理力學性質是影響礦山壓力顯現的主要因素之一。岩石的厚度、硬度、層理、裂隙等因素決定了岩層性質,而采場覆岩的性質和各岩層的組合情況,對礦壓顯現起著主導作用。若老頂岩層堅硬,抗壓和抗拉強度較高,開采大麵積懸露而不垮落,當達到強度極限時,頂板岩層斷裂即產生周期來壓。若老頂岩層是強度較低的頁岩或砂質頁岩,隨著直接頂板垮落而冒落則周期來壓就不明顯。據現場實際觀測,頂板下沉量與岩石強度關係極大,岩石強度越低,頂板下沉量越大。

  11) 煤層傾角

  煤層傾角對礦山壓力顯現的影響也很大,實踐證明,緩傾斜煤層的礦山壓力顯現比傾斜和急傾斜煤層劇烈。該礦煤層傾角為6~25°。

  (2)影響礦山壓力顯現的生產技術因素03manbetx

  1) 開采深度

  開采深度直接影響原岩壓力大小,同時也影響巷道或工作麵周圍岩層內支承壓力值。開采深度雖然對礦山壓力具有絕對的影響,但對礦山壓力顯現的影響則不全同。

  開采深度對巷道礦山壓力顯現的影響比較明顯,如在鬆軟的岩層中開掘巷道,隨著深度的增加,巷道圍岩的“擠、壓、膨”現象更為嚴重。

  開采深度對回采工作麵頂板壓力大小的影響並不突出,因而對礦山壓力顯現的影響也不明顯。實踐證明,在一般條件下,一定的開采深度是出現衝擊地壓的一個必要條件。

  2) 采高與控頂距

  工作麵頂底板移近量是礦山壓力顯現的一個重要參數,它同采高與控頂距有密切關係。

  在一定地質條件下,采高是影響上覆岩層破壞狀況的最重要因素之一。采高越大,采出的空間越大,必然導致上覆岩層破壞嚴重,根據現場測定,在單一煤層或厚煤層第一分層開采時,冒落帶與導水裂隙帶的總厚度與采高基本上成正比關係。工作麵頂板下沉量也基本如此。

  SL=η·m·L

  式中:SL——L範圍內的岩層與頂板下沉量

  L——控頂距

  m——采高

  η——下沉係數,即每米采高每米推進度的頂板下沉量,一般取0.025~0.05。

  顯然采高越高,控頂距越大,在同樣位置的老頂可能取得平衡的機率越小,意味著頂板壓力越大,直接頂的穩定性也越降低,而且,在支承壓力作用下,工作麵煤壁容易片邦。因此采高大的工作麵中礦壓顯現嚴重,采高越低頂板活動越緩和,煤壁也較穩定。

  但是,控頂距並不是越小越好。有時放頂後,采空區頂板冒不下來,工作麵支架載荷就會加大,如果支架阻力不足,支柱穩定性差,也可能造成工作麵冒頂事故。

  最大控頂距與放頂寬度有關,放頂距小,頂板放不下來,會增加壓力;放頂寬度太大,采空區垮落麵積太大將易撞倒支架,引起冒頂。因此,對於某一煤層頂板究竟采用多大的控頂距和放頂距較為合理,必須通過試驗,在總結實踐經驗基礎上,合理地加以確定。

  3) 工作麵推進速度與生產工序

  對工作麵頂底板移近速度影響最大的生產工序是落煤和放頂。可以認為,加快工作麵推進度可以抑製礦山壓力的顯現,但不能從根本上改變落煤和放頂兩工序對頂底板移近量的影響。

  推進速度快意味著回采工作麵停滯時間短,頂板岩層下沉量小,一般來說,頂板壓力也較小。反之,推進速度慢,工作麵頂板下沉量大,頂板壓力也會較大。所以,為了改善工作麵頂板管理,縮短每一循環的間隔時間而加塊工作麵的推進速度是必要的。

  觀測結果表明,單體液壓支柱支護的工作麵,由於支護阻力較小,頂底板移近量大,工作麵日進2m和2天進1m的頂板破碎情況有明顯差別,所以加快單體支柱工作麵的推進速度,可在相當程度上改善頂板狀況,保持頂板完整性,有利於頂板管理。

  此外,由於落煤與放頂兩工序是影響頂底板移近量的主要因素,所以在組織工作麵生產時,不宜將落煤與放頂兩工序同時進行,以避免頂板的劇烈活動,導致頂板下沉速度增大。如果放頂與落煤兩工序同時進行時,其錯距應保持10~15m以上,以防發生冒頂。

  4) 上部煤層殘留煤柱

  如果煤層間距較小,上部煤層開采時殘留的煤柱支承著上覆岩層,形成壓力集中。高壓力將向底板傳遞,從力學上說,這是一個布興濕克問題,可以計算。對巷道掘進及維護影響很大。

  5) 支護方法

  支架的作用是阻止直接頂離層冒落。使用初撐力小的支架易造成頂板破碎、動壓強烈。使用初撐力大而又垣阻力的單體液壓支柱,頂板完整,回柱後頂板延遲垮落,呈岩塊絞接,煤壁不易片邦,動壓顯現不明顯,頂板下沉量小。

  應當注意,不同特性,不同特征的支架應避免混合使用。

  6) 工作麵推進方向

  由於裂隙嚴重地影響頂板穩定性,當裂隙方向與工作麵推進方向平行時,極易造成嚴重冒頂事故。因此工作麵在過斷層,過各種層理或節理裂隙時都要正確選擇工作麵推進方向,即與裂隙要有一定交角。

  3、一般頂板冒落災害的防治措施及裝備

  (1)回采工作麵頂板管理方式的選擇

  該礦采用走向長壁采煤法,工作麵為炮采。采用全部垮落法管理頂板。

  放頂人員必須站在頂板完整,支架完好的安全地點工作。回柱放頂前,必須對放頂安全工作進行全麵檢查,清理好退路。回柱放頂時,必須指定有經驗的人員觀察頂板。

  (2)回采工作麵支架選型論證

  1)支架選型

  設計首采煤層為1號煤層。根據《地質報告》,1號煤層厚度厚0.91~4.03m,平均厚1.9m;根據首采工作麵揭露煤層的賦存情況,1號煤層厚度為1.85~2.0m,平均1.93m。設計采用走向長壁采煤法,全部垮落法管理頂板。

  2)選擇計算

  ①計算依據

  煤層厚度:Mmin=1.85m,Mmax=2.0m, 平均厚度1.93m

  最大控頂距:炮采:L=4.2m

  ②選型計算

  頂板下沉量:

  炮采:SL=η×M×L=0.03×1.93×4.2=243mm

  式中:下沉係數η由於無鄰近工作麵借鑒,取0.03。

  ③支柱高度:

  Hmax=Mmax-b =2500-100=2400mm(最大采高取2.5m)

  炮采:Hmin=Mmin-SL-b-a=1850-243-100-50=1457mm

  式中:SL為頂板在最大控頂距處的平均最大下沉量;Mmin為工作麵最小采高;Mmax為工作麵最大采高;b為頂梁厚度,取100m;a為支柱的卸載高度,取50mm。

  工作麵煤層厚度暫選擇DW20-30/100型單體液壓支柱。

  3)支架規格

  工作麵選用DW20-30/100型單體液壓支柱,支撐高度為1240~2000mm,額定工作阻力為300kN/根(初撐力為118~157kN/根)。

  4)支架布置

  炮采:工作麵配DW20-30/100型外注式單體液壓支柱,支撐高度為1240~2000mm,額定工作阻力300KN,選用HDJA—1000型金屬鉸接頂梁。設計“三、四”排控頂,排距1.0m,柱距0.7m。最小控頂距3.2m,最大控頂距4.2m。放頂步距1.0m。

  5)支護密度驗算

  支護的強度:P=7×m×ρ (t/m2) (按6倍采高考慮,最大采高2.5m)

  =6×2.5×2.2

  =33t/m2

  炮采:工作麵長100m,因此,采場最大麵積S=100×4.2=420m2,所設支柱數n=(100/0.7)×4=572根,則支護密度為572/420=1.36根/m2,DW20-30/100型單體液壓支柱每柱的額定承載能力為30t/根,考慮相關因素的影響,使支撐能力減小,承載能力考慮0.85的係數,則每根支柱的承載能力為30×0.85=25.5t/根。而支護所需要的支護強度為38.5t/m2,支柱實際提交的支護強度為1.36×25.5=34.68t/m2,因此,所設計工作麵的支護密度能滿足支護采場頂板的要求。

  6)基本支護

  炮采:根據目前該礦的煤層賦存情況和開采技術水平,本設計考慮首采工作麵選用DW20-30/100型單體液壓支柱和HDJA-1000型金屬鉸接頂梁支護,齊梁齊柱式布置方式,柱距0.7m,排距1.0m,“三、四”排控頂,最大控頂距為4.2m,最小控頂距為3.2m,放頂步距為1.0m,全部垮落法管理頂板。

  7)特殊支護:在放頂線采用單體液壓支柱打成叢柱(一窩三柱)、戧柱切頂。在煤壁線采用單體液壓支柱打成貼幫柱進行支護,貼幫柱柱距1.6m。特殊支護所需支柱為型號為DW20-30/100。

  炮采:采麵上、下出口采用四組八梁配合單體液壓支柱進行支護,支護型號DW20-30/100,數量為48根;支護大梁采用長3.2m的Π型鋼梁,鋼梁的數量為16根。每根頂梁下支設3根單體液壓支柱,梁間距為0.2m,移步距為1.0m。

  采麵上、下巷超前支護均為:靠近煤壁20m段采用雙排托棚支護,支柱型號DW25-30/100,數量為100根,頂梁采用長HDJA-1000的鉸接頂梁。

  8)回柱放頂:在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護,禁止先回後打。支柱卸載時,必須使用回柱器,回下的支柱必須堆碼整齊,不得影響退路。

  9)初次來壓和周期來壓放頂

  在初次來壓和周期來壓期間必須在放頂線打雙排叢柱,必要時加打木垛(木垛每6米打一個,呈“井”字形)切頂。

  (3)采區順槽巷道支護的選擇論證

  采區順槽巷道服務年限較短,因此,采用金支支護。

  (4)掘進工作麵支護選擇論證

  開采煤層埋藏較淺,結合鄰近礦區的經驗,認為采用金支支護是可行的。

  (5)交岔點支護的選擇論證

  交岔點采用料石镟、砼或鋼筋砼複合支護。

  4、防止頂板事故的措施

  (1)采煤工作麵頂板事故的防治措施

  主采煤層的頂板多為灰岩、粉砂岩,底板則多為粉砂岩。煤層頂底板力學強度很低,局部地段可能出現頂板跨塌、片幫、底鼓、支架下陷等工程地質問題。

  1)回采工作麵回采前必須編製作業01manbetx ,情況發生變化時,必須及時修改作業01manbetx 或補充安全措施。

  2)采煤工作麵必須保持至少兩個安全出口,一個通到回風巷道,一個通到進風巷道。開采三角煤、斷層帶、殘留煤柱或地質構造極為複雜的煤層,不能保持2個安全出口時,必須製定安全措施,並報礦總工程師審批後,方能按批準後的意見實施。

  采煤工作麵所有安全出口與巷道連接處20m範圍內,必須加強支護;在此範圍內的巷道高度不得低於1.8m;安全出口必須設專人維護,發生支架斷梁折柱、巷道底鼓變形時,必須及時更換、清挖。

  3)采煤工作麵的傘簷不得超過作業的規定,不得任意丟失頂煤和底煤,工作麵浮煤必須清理幹淨,支架必須成排成行,保持直線。

  4)采煤工作麵必須經常存有一定數量的支護材料,本設計使用單體液壓支柱,必須備有坑木,其數量、規格存放地點和管理方法必須在作業01manbetx 中規定。

  采煤工作麵嚴禁使用折損的坑木、損壞的金屬頂梁和失效的單體液壓支柱。在同一工作麵中不得使用不同類型和不同性能的支柱,嚴禁金木混支;在地質條件複雜的采煤工作麵中必須使用不同類型的支柱時,必須分段使用,嚴禁金木混支,並必須製定安全措施

  5)單體液壓支柱入井前必須逐根進行壓力試驗。單體液壓支柱、金屬鉸接頂梁,在采煤工作麵結束後或使用時間超過8個月後,必須升井進行檢修。檢修好的支柱還必須進行壓力試驗,合格後方能入井使用。

  6)采煤工作麵必須按作業01manbetx 的規定及時支護,嚴禁空頂作業,所有支架必須架設牢固,並有防倒措施;支柱必須垂直於頂、底板打設,嚴禁打在浮煤浮矸上;使用單體液壓支柱時,初撐力不得小於90kN,嚴禁在控頂區域內提前摘柱,碰倒或損壞、失效的支柱必須立即恢複或更換。

  7)在開工前,班組長必須對工作麵安全情況進行全麵檢查,確認無危險後,方準人員進入工作麵;在進入采掘工作麵工作前,首先進行敲幫問頂工作,嚴格執行敲幫問頂製度,及時找掉活石懸矸,以免掉落傷人。采煤工作麵采煤機割煤後,必須及時掛梁,並打好臨時護身頂柱,人員必須在護身頂柱下攉煤,攉完煤及時打好支柱和貼幫柱,嚴格按設計或作業規程規定及時支護,嚴禁空頂作業。

  8)當遇頂板條件變化時,如過斷層、過老巷等必須及時修改《作業規程》,製定有針對性的支護措施。

  9)在回柱卸載時必須使用回柱器卸載,回下的支柱必須堆碼整齊。回柱放頂時,必須站在頂板完整、支護完好的地方進行,回柱前必須事先清退路,以保證退路暢通。

  10)回柱時,放頂人員必須站在頂板完整、支柱完好的安全地點工作,回柱放頂前必須事先清理好退路,確保退路暢通;回柱放頂時,必須指定有經驗的人員觀察頂板。

  11)支柱打設必須迎山有勁,支柱打設必須成排成行,保證排、柱距不超寬,確保有足夠的支護密度。煤層傾角較大處,采煤工作麵必須采取防倒、防滑的措施:

  ① 支柱應迎山支護,嚴禁支在浮煤上,要保證支柱有足夠的支撐力。

  ② 支柱間可采用放到繩。

  12)打柱時必須在金屬頂梁上用小板將頂背實,確保不發生漏頂。

  13)加強采掘工作麵的工程質量的檢查和驗收,不合格的支柱必須推倒重來,支柱或支架必須符合《作業規程》的規定。

  14)在回柱放頂前必須先打好放頂線的特殊支護,禁止先回後打,回下的支柱必須堆碼整齊,保證退路暢通。

  15)初次來壓、周期來壓期間的安全措施

  ①在初次來壓、周期來壓期間必須加強支護,確保有足夠的支護強度和支護密度。在放靠放頂線第一、二排加打叢柱(一窩三柱)、戧柱,每隔一根基本支柱打一叢柱和戧柱,以加強支護。

  ②在初次放頂期間,必須由礦技術負責人組織人員編製初次放頂措施,初次放頂措施編製好後,必須報礦總工程師批準後實施。

  ③放頂人員必須站在支架完整的安全地點工作。回柱放頂前,必須對放頂的安全工作進行全麵檢查,清理好退路。回柱放頂時,必須指定有經驗的人員觀察頂板。

  ④在初次放頂期間,必須派專人跟班,以檢查初次放頂措施的現場落實兌現情況,如發現煤壁片幫、頂板掉碴、頂板下沉量增大等來壓預兆時,必須及時將工作麵所有人員撤至安全地點,隻有待頂板垮落穩定,經安全員檢查無危險後,工作人員方可進入工作麵作業。

  ⑤在初次來壓或周期來壓期間頂板懸露麵積超過作業規程規定時,必須進行強製放頂,並製定專門強製放頂措施,並報礦總工程師審批後嚴格執行。

  ⑥在初次來壓、周期來壓期間,現場跟班人員,必須作好原始記錄,並將頂板懸露麵積等情況向礦長報告。如發現問題必須及時向礦長報告,采取措施進行處理。

  16)采麵收尾時的安全措施

  ①回采工作麵收尾時必須編製安全措施,並報礦技術負責人批準後方可實施。撤出采麵的機械設備,維護好采麵的支柱。

  ②回采到停采線時要留出支護良好的最小控頂距空間,作為行人和運料用。

  ③用木垛將上出口維護好,在出口範圍內不得堆放物料,以保證退路暢通。

  ④回柱順序是由采空區向煤壁,由下向上,回柱工必須由熟悉頂板性質、責任心強的工人擔任,回柱時必須有專人在現場觀察頂板動向,采空區的支柱必須回收幹淨,回出的支柱必須及時運出采麵堆放整齊。

  ⑤隨著頂板的垮落,工作麵溫度升高,有害氣體積聚,上出口要安設局部通風機加強通風。

  17)在作業過程中必須保持文明生產,杜絕冒險蠻幹;狠反“三違”,嚴禁工人違章作業,幹部違章指揮。

  (2)掘進工作麵頂板事故的防治措施

  1)掘進工作麵開工前必須編製作業規程,情況發生變化時,必須及時修改作業規程或補充安全措施。

  2)掘進工作麵嚴禁空頂作業,靠近工作麵10m內的支護,在爆破前必須架設牢固;掘進工作麵放炮後,首先恢複好被放炮衝倒、崩壞的支架,之後方可進入工作麵作業,修複支架時必須先檢查頂、幫,並由外向裏逐架進行;出碴前,必須及時打上前探梁作臨時支護,前探梁上必須鋪上挑板,嚴禁空頂作業。

  3)在鬆軟的煤、岩層及地質破壞帶掘進巷道時,必須采取前探支護或其他措施;在堅硬和穩定的煤、岩層中,確定巷道不設支護時,必須製定安全措施。

  4)支架間應設牢固的撐木或拉杆,支架與頂幫之間的空隙必須塞緊、背實。巷道錨噴時,镟體與頂幫之間必須采用不燃物充滿填實,巷道冒頂部份,可用支護材料接頂,但在镟拱上部必須充填不燃物墊層,其厚度不小於0.5m。

  5)更換巷道支護時,在拆除原有支護前,應先加固臨近支護,拆除原有支護後,必須及時除掉頂幫活矸和架設永久支護,必要時還必須采取臨時支護措施;在傾斜巷道中,必須有防止矸石、物料滾落和支架歪倒的安全措施。

  6)掘進巷道在揭露老空前,必須製定探查老空的安全措施,在揭露老空時,必須將人員撤到安全地點,隻有經過檢查,證明老空的水、瓦斯和其他有害氣體等無危險後,方可恢複工作。

  7)在延深下山時,必須在下山的上口設置防止跑車裝置,在掘進工作麵的上方設置堅固的跑車防護裝置,跑車防護裝置與掘進工作麵的距離為20m;斜井(巷)施工期間兼作行人道時,必須每隔40m設置躲避硐並設紅燈,設有躲避硐的一側必須有暢通的人行道。上下人員必須走人行道,行車時紅燈亮,行人立即進入 躲避硐,紅燈滅後,方可行走。

  8)由下向上掘進25度以上的傾斜巷道時,必須將溜煤(矸)道與人行道分開,防止煤(矸)滑落傷人。人行道應設扶手、梯子和信號裝置。斜巷與上部巷道貫通時,必須有安全措施。

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