為了減少11010采面與老采面之間的煤柱損失,經礦領導研究決定,采用無煤柱開采(沿空留巷)。為保證施工安全特制定安全技術措施如下:

1、施工方法:

沿空留巷無煤柱采煤、沿17型溜子尾,沿巷口進煤柱2米。

2、支護規格:

根據本采煤工作面頂板巖性情況,采用單體柱配圓木梁支護,棚間距為0.5米、凈口1.8米、凈高1.8米、下寬2.5米。

3.采空區處理方法:

采用全部垮落法處理頂板。采空區冒落高度應普遍不少于1.5倍采高,采空區局部懸頂和冒落不充分,面積小于2×5m2時,采取打密集柱和戧柱加強支護,大于2×5m2時,采取打戧棚、木垛、密集柱,加強礦壓監測;大面積懸頂不落時,應采取上述措施外,必須進行強制放頂。

4.放頂安全措施:

(1)、回柱后頂板不垮落,懸頂距超過作業規程規定時,必須停止作業,采取人工強制放頂。

(2)、放頂人員必須站在支架完整、無崩繩、崩柱、甩鉤、斷繩傷人等危險的安全地點工作。回柱放頂前必須對放頂安全工作進行全面檢查,清理好退路,回柱放頂時,必須指定有經驗的人員觀察頂板。

5、安全出口:

(1)、為保證采面回采安全生產,需在進風、回風巷兩端設有安全出口,安全出口規格2ⅹ0.8米(長*寬)。

(2)、采煤工作面下方有安全出口與巷道連接處20米范圍內,必須加強支護,此巷道內高度不得低于1.8米。安全出口必須設專人維修,發生支架段梁斷柱,巷道底鼓變形時,必須及時更換、清挖。

6、其他未盡事宜嚴格按《11010采煤工作面作業規程》施工。如需變更沿空留巷開采方法必須通知總工、生產礦長、調度室、技術科制定補充技術措施后方能施工。

篇2:沿空留巷安裝阻車器安全技術措施

一、概述

為確保行車安全,根據礦會審安排,我區負責在93207沿空留巷安設阻車器,為確保施工期間工程質量和安全,特編制此技術措施。

二、施工負責人和安全負責人

現場施工負責人:宗井建胡獻召劉如軍

現場安全負責人:林永志張宜春吳鵬

三、施工時間

本措施有效期從審批完成開始至施工結束結束為止。

四、施工方法及標準

1、根據現場給定的位置進行安裝。

2、打好錨桿→穩固擺桿機構底座→調整方向→上緊螺絲。

3、安裝上阻車器擺桿機構,要求擺桿距離軌道面距離不超過0.9m.要求擺桿經猛力觸擊后,可揚起并把卡緊傳動鋼絲繩的銷子帶掉,使其脫落。

4、固定阻車器擺桿機構底座,上端的定滑輪的錨桿均為左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿,直徑20mm,長度2200mm。要求錨桿露出巖面長度(10-60mm)以不影響捕車器運行為原則。

5、阻車器底座通過2分經繩與前方設置的常閉門連接,連接處使用2分元寶卡卡牢。要求常閉門高度符合過車要求。

五、安全技術措施

1、進入工作地點,嚴格執行“先檢查后工作”、“敲幫問頂找掉”制度,發現問題及時處理。

2、打起吊錨桿時,先找好眼位,徒手掌持鉆桿,初始送風要穩、細,待鉆頭進入巖面約3~5cm,掌鉆桿人員松手后方可逐漸加大風量。風動工具操作工應及時根據巷道巖性不斷調節風量,防止突然卡鉆傷人。施工過程中設專人監護頂幫及周圍情況,發現問題及時處理。

3、使用風動工具時,各風管連接使用雙股8#鐵絲扎緊,防止脫扣傷人。

4、施工結束后保證工完料凈,文明生產動態達質量標準化要求。

5、施工地點避水災路線

施工地點→93208材料道→93207聯絡巷→小湖系-700m西二采區材料反坡上平巷→小湖系-700m西二采區材料反坡→-700m大巷→北副井→地面。

篇3:機巷留巷段修復施工安全技術措施

一、工程概述

根據實際生產要求,綜掘二隊需對Ⅱ632機巷留巷段進行修復,為確保施工的安全,特編寫施工安全技術措施如下。

二、技術要求

(一)臥底范圍:Ⅱ632機巷留巷段,修復工程約500m。

(二)對三岔門犄角處采用木垛進行加固。對原機巷頂板失效錨桿、錨索及時進行補打,選用的材料均與原支護材料相同(或支護強度大于原支護強度)。幫部錨桿超距的及時采用Φ20mm、L=2000mm右旋等強全螺紋鋼錨桿進行補打。

(三)頂板錨桿錨固力不小于80KN,扭矩不小于200N·m。幫部錨桿錨固力不小于60KN,扭矩不小于100N·m。Φ21.6mm錨索預緊力達到100KN~120KN,錨索張拉強度需達到17MPa~20.4MPa,Φ21.8mm錨索預緊力不小于180KN,錨索張拉強度不小于30.4MPa。

(四)臥底后巷道凈高為2.7m(凈高指巷道頂板2#錨桿錨桿頭到底板之間的垂距)。

三、施工方式及工序

(一)采用掘進機方式施工。

(二)施工工序

施工前準備工作→安全檢查→單體泄液→臥底(出貨)→去單體→出貨

四、漏頂時臨時支護

(一)頂板平整采用機載臨時支護

1.操作準備

本支護裝置應配置至少一名掘進機司機和兩名員工負責操作。掘進機司機負責操作本裝置,其他員工負責觀察指揮、把半圓木或方木放到頂架上。司機應了解本裝置的性能特點,熟悉操作規程,掌握操作要領,并具有獨立排除故障能力。

2.操作程序:

a.掘進機臥底作業后,應將截割頭放下并急停閉鎖。

b.司機將支護裝置升起來一定高度,將半圓木或方木放到支護裝置上方,半圓木或方木距離頂板最前方永久支護約半個排距,半圓木或方木規格長不小于3000mm、直徑不小于200mm、厚度不小于100mm。司機推動主架的升降缸操作手柄使主架升起達巷道頂板高度并達到一定的支撐力。

c.掘進機停電閉鎖,然后就可以在掘進機機載臨時支護的保護下安全的打孔、上“M3”鋼帶,上錨桿,進行永久支護。

(二)頂板破碎時采用錨梁網索臨時支護

首先由當班班長用專用工具進行敲幫問頂,找凈活矸危巖后將金屬網平鋪到頂板,當漏頂寬度大于3m采用一梁兩柱的方式用單體將挑棚梁支撐到頂板,當漏頂寬度小于3m采用一梁一柱的方式用單體將挑棚梁支撐到頂板,使用需符合下列規定:

1.采用一梁兩柱作臨時支護,支柱間距不超過錨桿間距的2倍(1800mm);支柱排距為頂板錨桿排距。施工時嚴禁人員進入空頂區作業。

2.挑棚梁垂直巷道布置,支柱要牢固可靠,懸浮單體液壓支柱必須采用3BZ2.4/20-15煤層注水(乳化液)泵站供液,乳化液配比為3%~5%(液態濃縮物為1.5%),使用手持折光儀檢測濃度,型號為WYT-15。懸浮單體液壓支柱初撐力不小于30KN(9.6MPa),現場配備檢測儀表。

3.單體采用DW25-70/63*(A)型懸浮單體。挑棚梁采用規格為直徑不小于200mm、厚度不小于100mm、長3000mm半圓木或道木。

4.底板松軟時,必須穿柱鞋,柱鞋鐵鏈必須拴在單體上確保牢固;單體上要加防倒鏈,拴在單體上部距端頭不小于100mm處。使用時,將防倒鏈固定在頂板金屬網上,防止單體泄液傾倒傷人。

5.懸浮單體液壓支柱三用閥門口必須垂直于巷道施工方向。升柱時,液壓槍口嚴禁對人,使用后液壓槍要及時懸掛好,不使用液壓槍時必須關緊截止閥,以防人員誤操作。手把拿不掉時,用手錘或其他工具砸注液槍卡環時,一手握緊注液槍手把,用手錘或其他工具砸注液槍卡環,且此時人員站位不能正對注液槍方向。

錨梁網索臨時支護示意圖?(附圖3-1)

五、通風系統

(一)通風方式及供風距離

通風方式:采用壓入式通風,供風距離約為2250m。

(二)通風系統

新鮮風:地面→副井→主石門→-400南翼軌道大巷→二水平南翼進風下山→二水平南翼皮帶機巷→局扇→迎頭。

乏風:迎頭→Ⅱ632機巷留巷段→Ⅱ632泄水巷→Ⅱ633機巷→Ⅱ63回風2#聯巷→Ⅱ63采區回風下山→二水平北總回→北總回風上山→-190總回風巷→風井→地面。

迎頭→Ⅱ632機巷留巷段→Ⅱ632泄水巷→Ⅱ633機巷→Ⅱ63回風2#聯巷→Ⅱ63采區回風下山→二水平北翼回風大巷→二水平回風下山→北翼回風道→南總回輔助上山→風井→地面。

(附圖6-2:通風系統示意圖)

(三)風量計算及局扇選型?

1、按瓦斯涌出量計算:Q=100×q掘×K瓦斯,

式中:

Q-掘進工作面實際需要的風量,(m3/min);

q掘-掘進工作面瓦斯的絕對涌出量,參照Ⅱ633機巷掘進期間平均絕對瓦斯涌出量情況,預計Ⅱ632機巷留巷段平均絕對瓦斯涌出量為0.6m3/min。

k-掘進工作面的瓦斯涌出不均衡系數。K瓦斯取2

Q=100×0.6×2=120(m3/min)

2、按掘進工作面同時作業的人數計算:

Q=4×Nm3/min

式中:

N----掘進工作面同時工作的最多人數,取30人;

Q=4×30=120m3/min

3、按柴油機單軌吊運行時所需風量計算:

Q=4×Pm3/min

式中:

P----柴油機單軌吊功率,取81kw。

Q=4×81=324m3/min

4、按風速進行驗算:(斷面按凈斷面計算)

240×S≥Q掘≥15×S,m3/min

1.按最低風速驗算:

掘進工作面的最低風量:

Q掘≥15×12.18=182.7m3/min

式中:S--掘進巷道有效通風斷面11.34m2

2.按最高風速驗算:

掘進工作面的最高風量:

Qma*≤240×6.72=2822.4m3/min

式中:掘進工作面的斷面積,11.34m2

通過以上計算,由于Q必須在Qmin及Qma*之間,所以選擇掘進工作面風量324m3/min,

5、局扇及風筒選型:

(1)局扇工作風量:

Q局=P風×Q掘,m3/min

式中:Q局--局扇的工作風量,m3/min

P風--風筒進出風量比,取1.2

Q掘--掘進工作面實際需要風量,324m3/min

Q局=1.2×324=388.8m3/min

(2)局扇工作風壓:

hf=Rp×Qf/60×Q/60×L/100×(1+K局),Pa

式中:hf--局扇工作風壓,Pa

Rp--風筒百米風阻,34NS2/m8,

Qf--局扇的工作風量,388.8m3/min

Q--掘進工作面實際需要風量324m3/min

L--通風距離,2250mK局-風筒局部阻力系數?取0.1

hf=34×388.8/60×324/60×2250/100×(1+0.1)=29445.77Pa

根據以上計算,由局扇的工作風量、風壓,工作面的風量計算,參照FBD№5/2×15型對旋風機主要參數以及通風距離,選用工作風機FBD№5/2×15和配用電機2×15KW。雙局扇、雙電源、實現主備風機自動切換。風筒型號:選用Ф600mm膠質風筒,每節10m,自動切換的交叉風筒接頭規格為Ф600mm×3.5m。安裝時須做到接頭嚴密(手距接頭處0.1m處)不漏風,無破口,無反接頭,接頭要反壓邊。

(四)局部通風機前配風量

Q配=Q額+9S=380+102.06=482.06m3/min

式中:Q配--局部通風機前配風量,m3/min;

Q額--局部通風機額定吸風量,380m3/min;

?S--局扇安裝巷道通風斷面,11.34m2

(五)局部通風機及開關安裝地點要求

1、局部通風機安裝地點及要求

(1)局部通風機安裝在二水平南翼皮帶機巷內(4#聯巷三岔門處風門向南),具體見通風系統示意圖。

(2)局部通風機必須采用三專兩閉鎖供電。每天必須有專人檢查1次,每天進行一次正常工作的局部通風機與備用局部通風機自動切換實驗,實驗記錄必須存檔備查,保證局扇可靠運轉。

(3)局部通風機與礦車的突出部分距離不小于0.2m,啟動裝置應放在局部通風機吸風側10m范圍內,局部通風機的供電線路必須從進風側引入。

(4)局部通風機要完好,輔助設備齊全,吸風口有風罩和整流器,高壓部位有襯墊,5.5KW以上局部通風機要安裝消音器或使用低噪音局扇,局扇必須墊高或吊掛,距軌道面或底板不小于0.3m;局部通風機前后5m內無雜物,局部通風機安裝工作必須符合要求,交叉風筒接頭的規格為Φ600mm,L≥3.5m。

(5)局部通風及供風的地點必須實行風電閉鎖、瓦斯電閉鎖。保證當正常工作的局部通風機停止運轉或停風后能切斷停風區內全部非本質安全型電氣設備電源。正常工作的局部通風機故障,切換到備用局部通風機工作時,該局部通風機通風范圍內應停止工作,排除故障;待故障被排除,恢復正常的局部通風機后方可恢復工作。

(6)風筒應采用抗靜電、阻燃風筒,同時每個工作面都應有2~3節備用風筒,并上架管理。風筒由單位自行編號管理,風筒吊掛平直,逢環必掛,風筒接頭嚴密,無破洞;合理使用變徑頭、彎頭;任何人不得隨意破壞風筒。

六、供電系統

該迎頭掘進施工中,局扇電源來自二水平南翼變電所,動力電來自II633機巷2#移動變電站,供電方式為集中供電,經聯鎖開關再用不同平方電纜,經過綜合保護開關,供迎頭各機械設備用,電纜要吊掛整齊,電纜鉤每2排錨桿排距布置一個,電纜的垂度不大于50mm。配電點設置在距迎頭100m以外的安全地點,必須采用風電閉鎖檢漏繼電器等設備。

(一)II633機巷移變硐室配電點移變容量驗算:

KBSGZY-800/6移變所帶負荷:361KW,其中綜掘機截割電機功率最大160KW。

根據公式變壓器容量視在功率S=Kr×∑Pn/COSФpj

其中:Kr為需用系數;

∑Pn為所有用電設備的有功功率之和;

COSФpj為所有用電設備的加權平均功率因數。

Kr=0.287+0.714×Ps/∑Pn=0.287+0.714×(160/361)=0.60(Ps為回路中最大電動機功率)

?綜掘工作面的加權平均功率因數COSФpj取0.7

所以視在功率S=Kr×∑Pn/COSФpj=0.60×361/0.7=151.6kVA<630KVA

所以移變容量校驗合格。

(二)高壓電纜的選擇及校驗

計算移動變電站高壓電纜實際工作電流:

?

高壓橡套屏蔽電纜MYPTJ?3×50+3×25/3+3×2.5其額定載流量為195A>29.7A

所以所選電纜滿足要求。

(三)II633機巷2#移變及配電點饋電開關整定:

(一)移變高壓側開關整定計算:

1、遠點短路值Id(2)=8239A

2、過載電流整定值Ie

Iz===29.7A?取30A

3、短路電流整定值Id

短路電流整定范圍(4~8)Ie,取6倍,符合要求。

即,Id=6Ie=6×30=180A

4、靈敏度校驗

已知,Id(2)=8239A,Id=180A。

即,Id(2)/(Kb*Id)=8239÷8.7÷180=5.26≥1.5符合要求。

(二)移變低壓側開關整定計算:

1、遠點短路值Id(2)

移變到掘進機的電纜為95平方730m,換算成50平方電纜長度合計為387m。

查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置的整定細則》附錄四.表13.KBSGZY-800/6Y型變壓器二次側電壓660V兩項短路電流計算表,得知Id(2)=1732A。

2、過載電流整定值Ie

Iz取350A

3、短路電流整定值Id

Id=2Iz=2×350=700A

4、靈敏度校驗

已知,Id(2)=1732A,Id=700A。

即,Id(2)/Id=1732÷700=2.47≥1.2符合要求。

按照要求,上一級開關的整定值也應按下一級開關保護范圍最遠點的兩相短路電流校驗,校驗的靈敏度應滿足1.2~1.5的要求,以保證雙重保護的可靠性。

(三)綜掘機饋電開關整定計算:

移變到掘進機的電纜為95平方730m,換算成50平方電纜長度合計為387m。

查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置的整定細則》附錄四.表13.KBSGZY-800/6Y型變壓器二次側電壓660V兩項短路電流計算表,得知Id(2)=1732A。

2、過載電流整定值Ie

Iz===258.7A?取250A

3、短路電流整定值Id

Id=3Iz=3×250=750A

4、靈敏度校驗

已知,Id(2)=1732A,Id=750A。

即,Id(2)/Id=1732÷750=2.31≥1.2符合要求。

按照要求,上一級開關的整定值也應按下一級開關保護范圍最遠點的兩相短路電流校驗,校驗的靈敏度應滿足1.2~1.5的要求,以保證雙重保護的可靠性。

(四)II632機巷留巷段動力電饋電開關整定計算:

1、遠點短路值Id(2)

變壓器到皮帶機饋電所帶負荷最遠點的電纜為70平方700m,換算成50平方電纜長度合計為511m。

查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置的整定細則》附錄四.表13.KBSGZY-800/6Y型變壓器二次側電壓660V兩項短路電流計算表,得知Id(2)=1364A。

2、過載電流整定值Ie

Iz===90.2A?取90A

3、短路電流整定值Id

Id=5Iz=5×90=450A

4、靈敏度校驗

已知,Id(2)=1364A,Id=450A。

即,Id(2)/Id=1364÷450=3.03≥1.5符合要求。

(五)供電系統

供電系統:二水平南翼變電所→二水平南翼軌道大巷→二水平南翼軌道大巷4#聯巷→二水平南翼二部皮帶機巷→Ⅱ633進架聯巷→Ⅱ633沿空風巷(里段)→Ⅱ633沿空風巷(外段)→Ⅱ632機巷留巷段→迎頭。

-720變電所→II63軌道→II63機聯巷→Ⅱ633機巷→Ⅱ632泄水巷→Ⅱ633沿空風巷(外段)→Ⅱ632機巷留巷段→迎頭。

七、其他安全技術措施

(一)將嚴重離層的巷道頂板放掉,重新補打錨桿(錨索);對巷道高度不滿足要求的進行臥底,臥底遇到挑棚時,應將單體提前進行泄液,臥底至挑棚處,將單體及時挪走。

(二)為了使綜掘機能夠通過貫通處,對貫通處左幫進行刷幫抹角,將原幫部錨桿外露過長段,及時剪掉;

(三)綜掘機進尺時前方嚴禁站人,防止截割炮頭卷起雜物傷人;

(四)綜掘機前方的未修復區域,在局扇未停用之前嚴禁進人,人員確需進入需檢查瓦斯等氣體和頂板支護情況,確認安全方可進入;

(五)綜掘機出貨時,應從上往下出貨,防止上方石塊滾落傷人;

(六)每班安排專人檢查氣體情況,檢查次數不少于3次,發現問題及時撤人;

(七)拆除原巷道內單體時,應將鉸接頂梁一起去除,防止鉸接頂梁掉落傷人,若人工去除單體困難時,用鋼絲繩(鏈條)將單體和綜掘機炮頭連接牢固,然后將單體拉出,拉移時綜掘機前方及兩幫嚴禁站人;

(八)人工將貫通處淤泥清理漏出單體后,才能繼續施工,清理淤煤后,在局扇未停用之前,若見實矸、實煤,施工探查孔每次臥底前應在巷中施工一個2m深探眼,檢查瓦斯等有毒有害情況,在允許的濃度范圍之內方可繼續施工,探眼循環施工。

(九)在巷道能夠通過系統通風時,及時匯報通風區,在通風區允許的情況下,將局扇停用;

(十)其它未盡事宜,按《Ⅱ633沿空風巷(外段)掘進作業規程》、《煤礦安全規程》執行。