标签: 煤矿 年度 矿井 灾害 预防 处理 计划
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doc ****煤矿二O一三年度矿井灾害预防和处理计划目 录第一章 矿井地质条件及自然因素 3第一节 矿井地质条件 3第二节 灾害预兆 19第二章 矿井生产布局及接续 22第三章 矿井重点安全工程 24第四章 矿井灾害预防措施 25第一节 顶板事故预防措施 25第二节 井巷修护灾害预防措施 32第三节  瓦斯、煤尘爆炸事故及矿井火灾预防措施 34第四节 煤与瓦斯突出的预防措施 42第五节 矿井水灾预防措施 43第六节 冲击地压预防措施 44第七节 储煤井灾害预防措施 45第八节 轨道运输灾害预防措施 46第九节 井下皮带运输灾害预防措施 59第十节 机电灾害的预防措施 60第五章 矿井灾害应变措施 64第六章 矿井救灾组织 70第七章 矿井避灾路线 73附表1:2013年回采工作面顶板管理关键 79附表2:****煤矿事故汇报程序 79附表3:采掘工作面水害分析预报表 80附表4:消防器材配备登记表 81附表5:消防器材配备表 85附表:6 ****煤矿救灾抢险储备物资明细 98附表:7 ****煤矿矿山救护队主要技术装备明细表 100第一章 矿井地质条件及自然因素第一节 矿井地质条件一、矿井地质条件1 地层、煤层与煤质1.1 含煤地层及主要煤层赋存情况1.1.1 中石炭统本溪组(C2):本区仅有少数钻孔揭露,属浅海相沉积,假整合于奥陶系地层之上,全组厚约25m。1.1.2 上石炭统太原组(C3):为本井田主要含煤地层之一,整合于本溪组地层之上,全组厚约159m,本组标志层明显,夹灰岩8~13层,含煤4~10层,其中20、21煤为可采薄煤层。1.1.3 下二叠统山西组(P11):为本井田主要含煤地层之一,为滨海三角洲冲积平原沉积地层,整合于大原组地层之上,厚ll9m,本组中下部含煤1~6层,7煤为可采煤层,8、9煤为局部可采煤层。其中7煤为矿井主采煤层之一,煤厚l.0~3.6m,平均厚度2.3m,夹2以西-450~600m水平赋存较差,局部变薄不可采,9煤-600m水平以下局部赋存较好,煤厚0~2.8m,平均厚度2.1m,西一采区深部赋存较为稳定,夹2以西赋存较差,大部分不可采,9煤开采对改善矿井煤质起到了很大作用。1.1.4 下二叠统下石盒子组(P22):为本井田主要含煤地层之一,属局部海湾、近海三角洲相或沼泽相沉积,整合于山西组之上,本组下段含煤1~8层,2煤为可采层,1煤为局部可采层,全组厚210m。其中2煤为矿井主采煤层之一,煤厚0.4~3.2m,平均厚度2.0m,2煤结构复杂,普遍赋存一层夹矸,局部赋存夹矸2~3层,夹2断层以西2煤层局部煤厚变化较大,夹矸增厚、合并、变薄等现象较为普遍。l.1.5 上二叠统上石盒子组(P12):本组整合于下石盒子组地层之上,平均厚度511m,中下部常夹0.2~0.5m厚的炭质页岩或1~2层薄煤。l.2 煤质1.2.1 煤的物理性质2煤:褐黑色,半亮~半暗淡型,树脂光泽,摩氏硬度Ⅰ~Ⅱ,条带状结构,鳞片状至块状构造,裂隙发育,常充填方解石脉,局部含星散状黄铁矿晶粒。7煤:黑色,半光亮型,玻璃光泽,具平坦状至贝壳状断口,摩氏硬度Ⅱ,条带状结构,块状构造,性脆易碎,外生裂隙发育,裂隙中多充填方解石。9煤:黑色,半光亮型,树脂~玻璃光泽,摩氏硬度Ⅱ,性脆易碎,条带状结构,内生裂隙发育。1.2.2 化学性质1.2.2.1 煤的工业分析(1)水份(Mad)〈3%,属低水份煤,其原煤水份平均含量为:2煤l.89%,7煤1.78%,9煤1.73%。(2)灰份(Ad):井田各煤层平均灰份由高到低依次为:2煤21.92%,1煤16.9%,9煤14%,7煤12.47%。(3)硫份(St,d):经原煤全硫测定,l、2、7、9煤全煤含硫量在0.4%~0.9%之间,属特低硫煤。(4)挥发份(Vdaf):变化不大,一般在35~37%之间,属中等变质程度煤层。(5)发热量(Qdr,ad ):原煤分析基弹筒发热量,1、2煤平均在22.3MJ/kg,7煤为26.83MJ/kg,9煤为30.05MJ/kg。1.2.2.2 煤层工业牌号及用途依据1986年10月颁布的《中国煤炭分类国家标准(GB5751~86)》,结合本矿井煤芯煤样精煤挥发份,粘结性指数,胶质层厚度的平均值划分出煤层的工业牌号为:1煤、2煤、7煤、9煤皆属1号气煤。2 地质构造2.1 褶皱****井田总体为一走向略有变化的单斜构造。井田内无大型褶皱。在FI号断层上盘和下盘各发育有一个不完整的次级褶曲。其产状要素简述如下:2.1.1 Fl号断层下盘17~18线靠近夹6号断层附近(9431区域)发育有不完整的次级向斜构造,轴向近EW,侧伏角度10~18°,E端翘起。2.1.2 F1号断层上盘21线附近发育有不完整的次级向斜构造,轴向NW35°左右,侧伏角12~20°,ES端翘起。2.1.3 局部因受断层的牵引使地层或煤层产状发生变化,在断层附近往往发育有小型不完整的次级褶皱。2.2 断层影响2013年采掘生产的大中型断层分述如下:2.2.1 DF10逆断层:该断层走向NEE,倾向SSE,倾角30~40°,落差0~10m,区内延展长度大于390m。切割了2、7、9三层煤。2.2.2 DF23逆断层:该断层走向NNE,倾向SEE,倾角55~60°,落差0~18m,区内延展长度250~300m。切割了2、7、9三层煤。2.2.3 夹8号正断层:为生产实际揭露的中型断层,位于21~22线之间,为斜交正断层。走向为NE0~25°,深部向E偏转,倾向W,倾角60~75°,落差0~10m,最大落差在-500m水平,全长1200m,浅部尖灭,交于SF10号正断层上。该断层落差虽仅10m左右,但其位于夹5断层的右侧,距离夹5断层100~600m之间,由于受该断层的影响,2煤自2621工作面向下在夹5和夹8两断层之间大面积煤层无法正常回采,因此该断层对煤层的破坏较为严重,对生产的影响较大,不仅增加岩巷工程量,还迫使工作面必须跳面回采,且夹5、夹8之间小断层较为发育。该断层切割了下石盒子组、山西组、太原组地层。2.2.4 Fl号逆断层: 位于18~29线之间,走向NE20~50°,倾向NWW~NW,倾角40~70°,落差5O~220m,区内延展长度5500m。该断层为深部贯穿全井田的一条大中型断层,南西端延伸到义安井田内,北东端延伸到张小楼井田内。该断层落差变化大,东北部落差近200m,中部最小仅50m。断层西南端与SF33逆断层形成对冲,2煤两断层上盘点几乎相交,Fl阻断SF33向上盘发展。FI逆断层在井田内仅有-800西一二层皮带石门和轨道石门两条巷道实际控制,断层破碎带宽度2~3m,断层影响范围10~20m,岩性破碎,巷道过此部位时,冒顶高度达1~5m,且巷道压力大。该断层影响2、7、9煤。2.2.5 Fl-1号逆断层:位于17~21线之间,为Fl号逆断层的分支逆断层。走向NE45°,倾向NW,倾角40~70°,落差0~60m,区内全长150Om,南西端尖灭,东端延伸到张小楼井田。该断层影响2、7、9煤。2.2.6 夹5号断层: 为生产中揭露的大中型断层,位于20~23线之间,为一斜交正断层。走向变化较大,为NE5°~NW20°,倾向E~NE,倾角55~70°,落差0~60m,最大落差在-500 m水平,井田内全长2600m,浅部尖灭,深部向W偏转交于SF33号逆断层上。该断层影响2、7、9煤。3 矿井水文地质3.1 区域水文地质概况本区位于故黄河泛滥形成的冲积平原,与东南、西南部的构造侵蚀低山丘陵区毗邻。煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二叠系煤层在区域侵蚀基准面以下,属湖沼相、陆相沉积,为砂岩裂隙充水矿床,水文地质条件中等。下部的上石炭统煤系地层为海陆交互相沉积,灰岩发育有十三层,为岩溶溶隙充水矿床,水文地质条件相对比较复杂。区内含水层按充水介质可分为:第四系孔隙含水层,二叠系砂岩裂隙含水层,石炭系灰岩溶隙含水层和奥陶系灰岩岩溶含水层。潜水接受大气降水和地表水直接补给,因第四系中部有一层较厚的隔水层,一般和下伏的承压含水层不发生直接水力联系。各基岩含水层在露头处接收大气降水和潜水的渗入补给,由于含水层属平原区单斜岩层,承压含水层在浅部水力联系较好,地下水交替运动活跃,随着深度的增加,接受补给条件差,水力联系变弱,地下水交替运动迟缓。二叠系含水层以静储量为主,也有局部垂直渗透、越流及侧向导水断层补给,但补给量有限。富水带一般位于浅部及构造发育部位,如向斜轴及断层裂隙发育等地段充水条件较好,其它地段相时较差。从矿井开采突水情况看,在浅部突水次数多,突水量大,深部减弱。在矿区外围东南~西南部奥灰出露于地表,可以接受大气降水及地表水的直接补给,矿区生活用水皆取用该含水层水。由于本溪组岩层的阻水作用,奥灰水正常情况下对开采二叠系煤层无直接影响。3.2 矿井充水条件3.2.1 地表水本区河流不发育,天然水系仅有故黄河,由北西向南东横穿井田之中,流向由北西向南东流入京杭大运河。河堤标高:+42~43m,河宽50m左右,为季节性河流,最高洪水位+39.29m(1963.7.1),此河流为本矿区汛期泄洪河。3.2.2 主要含隔水层及其富水性3.2.2.1 第四系孔隙含隔水层本区内第四系地层不整合覆盖在各含煤地层之上,厚度64.2~126.9m,平均l00m。总体变化趋势为由煤层露头向深部逐渐变厚,底部砾石含水层段,岩性为粘土及砾石层,其中砾石分选性差,砾径0.5~l0cm,底部常布一些10cm以上的棱角状碎岩块,该层透水性及含水性均较强,张小楼风井穿过此层时涌水量57m3/h。该层为第四系中的富含水层,与基岩直接接触,为煤系地层中的主要补给水源。3.2.2.2 二叠系砂岩裂隙含水层3.2.2.2.1 上石盒子组砂岩裂隙含水层主要是上石盒子组与下石盒子组的分界砂岩(俗称奎山砂岩),该层厚度20~30m,与下伏下石盒子组整合接触。岩性为灰白、灰绿色中~粗粒,底部含砾石,形成蜂窝状洞穴。含水性和透水性均较强。封井筒穿过该层时涌水量171~2O6.5m3/h,对凿井造成一定影响。因距2煤层顶板150~160m,故对煤层开采无直接影响。3.2.2.2.2 下石盒子组砂岩裂隙含水层该组地层厚度173~250m,平均206m,其中对2煤开采影响较大的砂岩为顶板三层砂岩,由近到远分述如下:(1)第一层砂岩裂隙含水层第一层砂岩距2煤顶板13m左右,厚度不稳定,0~7m、岩性为浅灰色细~中粒,泥质胶结。井筒揭露时涌水量0~5m3/h,掘进过程中该层砂岩水从顶板淋出,恶化了作业环境。(2)第二层砂岩裂隙含水层该层砂岩距2煤顶板60m左右,厚度18~38m,平均25m,层位稳定,岩性为灰白~灰色的细~中粒,底部颗粒逐渐变粗,泥质、钙质或基底式胶结。砂岩裂隙较为发育,是煤组上主要含水层之一。2煤回采裂隙带波及该含水层时曾发生涌水。如206、2608、2612面回采时涌水量30~190m3/h,对采掘活动造成影响。(3)第三层砂岩裂隙含水层该层砂岩距2煤顶板l00m左右,厚度2~18m,稳定程度较差,岩性为灰色细~中粒,向深部泥质增多,相变为砂质泥岩。因距煤层较远,该层砂岩正常情况下对采掘活动影响不大。3.2.2.2.3 山西组砂岩裂隙水本组地层厚106~136m,平均118m。一般7煤顶板赋存二层砂岩,底板二层,由于底板砂岩含水层富水性较弱,对7煤开采影响较小,7煤顶板砂岩含水层分述如下:(1)第一层砂岩裂隙水距7煤顶板7~20m,厚度6.5m左右,层位较稳定,岩性为灰色细~中粒砂岩,泥质股结。(2)第二层砂岩裂隙水距7煤顶板25~35m,厚度3.5~8.5m,层位较稳定,岩性为灰色细粒砂岩,泥质胶结。7煤层顶板砂岩含水性较弱,实际揭露该组砂岩时,涌水量很小。如-80m水平人行石门及-280m水平层间石门穿过本组砂岩层时仅有淋水,全矿井7403面回采时涌水量最大l0.5m3/h,其它面回采涌水量仅有少量淋水。3.2.2.3 太原组灰岩溶隙含水层本组地层厚147~167m,平均159m,岩性白灰岩、砂岩、砂质页岩、页岩和煤层组成,其中夹有13层灰岩,灰岩总厚度41.26m,占全组地层的25.9%。最厚为四灰5.36~16.37m,平均9.2lm,最薄为十三灰厚度0.17~1.94m,平均1.05m。总体上看,太原组灰岩各层厚度、裂隙溶洞的发育程度不同,其含水性也各不相同。就各层灰岩相比较,因四、九、十、十二灰厚度大,质较纯,有利于岩溶的发育,为储存地下水创造了条件,因此含水性较强,但随着深度的增加,溶隙的发育减弱,裂隙被方解石脉充填,其含水性减弱。如-800m大巷揭露四灰时无水。3.2.3 地质构造对矿井充水的影响3.2.3.1 褶曲对矿井充水的影响****井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段。井田总体为一走向略有变化的单斜构造。地层产状沿走向、倾向变化较大,且Fl断层两盘差异较大。F1断层下盘:15~24线地层走向为NE60°,24线以西渐转至SN向,地层倾向NW,沿倾向方向地层倾角变化很大。以2煤为例:-250m水平以上,15~19线地层倾角为25~35°,-300~-350 m水平为5~10°,-400~-800m水平为16~35°,-800m水平以下至Fl逆断层为5°~20°,故Fl断层下盘煤层由浅至深在剖面上大致呈台阶状,其它煤层具体台阶所处水平不完全和2煤一致,但总体形态相似。F1上盘地层走向从18~19线为NE40°,l9~23线的浅部由NE70°渐转为NE20°,23~27线为NE60°,27~29线为N132°。地层倾向NW,地层倾角15~25°。21线附近发育有不完整的次一级的向斜构造。地层倾向NW,地层倾角l5~25°。煤层走向变化及小褶曲向斜部位等形成了富水和透水较好的部位,在井田浅部造裂隙较为发育,回采时易发生突水,如下石盒子组203、204、2608等工作面,涌水量30~200m3/h。但随着开采水平的延深,涌水量及突水次数减少。3.2.3.2 断裂对矿井充水的影响本井田断裂构造发育,揭露大中型断层18条,从井巷实际揭露断层情况看,断层破碎带充填物多为砂泥岩、泥岩较多,断层导水性差,由于本井田F1大断层从未井巷揭露,故对其进行了电法勘探,勘探成果分析认为,Fl逆断层的上盘区较破碎因而含水性也相对较丰富,但随着深度的增加含水性越来越弱,含水区域越来越小。3.3 矿井涌水量及今后防治水工作3.3.1 目前各水平涌水情况简述我矿目前井下涌水量分五个水平观测,-280m、-450m、-600m、-800m及-1010m水平。采用CDY-1型流量仪测定。-280m水平现已无采掘活动场所,涌水量小且稳定,为18m3/h。-450m水平采掘活动较少,涌水量10m3/h。-600m水平涌水量15m3/h。-800m水平涌水量20m3/h,-1010m为主要采掘活动场所,涌水量42m3/h。全矿井平均涌水量105m3/h。3.3.2 今后防治水工作3.3.2.1 预防煤层顶板砂岩水回采时导水裂隙带波及到顶板砂岩水,影响煤层的开采,对富水部位需采取提前疏干的措施。3.3.2.2 预防断层水对FI断层的异常区应引起重视,采掘活动时要”边探边掘”,观测水文地质情况,以便采取相应的技术措施。3.3.2.3 预防钻孔水井下揭露的钻孔,查明封闭质量情况及终孔层位,对封闭不良钻孔要采取针对性的防探措施。3.3.2.4 预防采空区水采空区积水突水猛,危害大,对采掘活动影响严重,必须坚持“预测预报、有疑必探,先探后掘、先治后采“的原则。4 开采技术条件4.1 煤层顶底板工程地质特征4.l.1 2煤顶板以褐灰~灰黑色页岩、砂页岩为主,含较多炭质,具滑感,易碎,含砂较少,硬度Ⅲ~Ⅳ ,两极厚度0.39~8.37m,平均3m左右,易离层。2煤为煤岩层复合顶板,无坚实基本顶。2煤底板为深灰~灰黑色页岩,偶尔为炭质页岩,含菱铁质结核及植物化石碎片,两极厚度0.4~11.91m,平均3m左右。4.1.2 7煤顶板多为深灰色页岩或砂页岩,致密性脆,块状构造,常夹有泥质团块,硬度Ⅲ~Ⅳ,两极厚度1.91~6.91m,平均3.5m左右,个别点较薄,厚度只有0.8m,呈伪顶,局部为中细粒砂岩,分选一般,常夹有断续状泥纹或炭质条带页岩碎块,含植物化石碎片,硅泥质胶结,较致密,时有裂隙淋水现象,硬度V,两极厚度1.11~31.40m,平均7m左右。底板为深灰~灰黑色砂页岩,致密合植物化石碎片,全层含炭纹及砂岩条纹,局部为页岩,两极厚度0.65~11.58m,平均3m左右,硬度V。4.1.3 9煤顶板主要为灰~灰白色中细粒砂岩或互层,硅泥质胶结,其层面常夹有炭纹及砂页岩条带,底部常夹有页岩碎块,硬度V。构造带附近岩层松散并伴有淋水现象,两极厚度4.25~13.99m,平均9m左右,局部相变为深灰色页岩或砂页岩,底板以深灰色页岩、砂页岩为主,局部为互层或页岩,厚度0.72~10m,平均4m左右。4.2 可采煤层顶底板岩石物理力学性质及特征从试验结果看:各煤层顶板是页岩的其平均抗压强度为25~37MPa,为易冒落岩石,砂页岩的其平均抗压强度为34~83MPa,为易~中等冒落岩石,砂岩的其平均抗压强度为83~146MPa,为中等~不易冒落岩石。4.3  矿压显现特征及基本规律2煤工作面直接顶初次垮落步距为7~10m,初次来压步距为16~19m,初次来压征兆明显,来压时工作面顶板破碎,对工作面顶板管理影响较大。周期来压步距8~12m,来压征兆不太明显,对工作面顶板管理影响不大。7煤工作面直接顶初次垮落步距为8~11m,初次来压步距22~24m,初次来压征兆明显,威胁安全生产,来压时工作面顶板出现裂隙、破碎,对工作面顶板管理影响很大。周期来压步距11~14m,来压时工作面压力比较明显,对工作面顶板管理影响较大。9煤工作面直接顶初次垮落步距为15~17m,初次来压步距27~29m,初次来压征兆明显,威胁安全生产,来压时工作面顶板出现裂隙,对工作面顶板管理影响很大。周期来压步距在13~15m,来压时工作面压力明显,对工作面顶板管理影响较大。随着开采深度的增加,地应力增大,矿压显现越来越明显,巷道压力越来越大,虽然****矿尚未发生过冲击地压现象,但深部靠近断层。5 瓦斯煤尘及煤的自燃性5.1 瓦斯2011年瓦斯鉴定矿井相对瓦斯涌出量为12.98m3/t,绝对瓦斯涌出量21.8m3/min,二氧化碳相对涌出量6.42m3/t,绝对涌出量10.78m3/min,为高瓦斯、低二氧化碳矿井。2010年煤层瓦斯参数测定,西一采区-1020m水平2#煤层瓦斯压力最大为0.6MPa,瓦斯含量最大为7.80m3/t;西一采区-1086m 水平以下7#煤层瓦斯压力最大为2.2 MPa,瓦斯含量最大为14.04 m3/t,西一采区-1010m水平以下9#煤层瓦斯压力最大为3.4 MPa,瓦斯含量最大为13.18 m3/t,突出危险性鉴定结果为2#煤层在-1020m标高以上无煤与瓦斯突出危险性,7#煤层在-1085m标高以下、9#煤层在-1010m标高以下具有煤与瓦斯突出危险,煤层瓦斯参数见下表。煤层名称 2煤 7煤 9煤 瓦斯参数 瓦斯压力P(MPa) 0.6 2.2 3.4 瓦斯含量C(m3/t) 7.80 14.04 13.18 单项指标 破坏类型 Ⅱ~Ⅲ Ⅲ Ⅲ △P 9.20 11.52 15.42 f 0.25 0.38 0.41 P(MPa) 0.6 2.2 3.4 煤的工业分析 吸附常数 a(m3/t) 1.84 2.14 2.06 b(MPa-1) 0.552 0.569 0.620 水份 (%) 1.84 2.14 2.06 灰份 (%) 14.12 8.96 7.42 挥发份 (%) 28.22 30.64 32.22 真密度 (t/m3) 1.66~1.68 1.4~1.42 1.32~1.38 视密度 (t/m3) 1.59~1.60 1.35~1.37 1.28~1.33 孔隙率 (%) 4.40~5.00 3.65~3.70 3.13~3.76 矿井建立瓦斯抽放系统,现有瓦斯抽采泵站3 座,即地面瓦斯抽采泵站,-800 西一抽放泵站、-1010 西一抽放泵站,抽采系统总抽采能力为1072m3/min,抽采方式主要采取本煤层抽采、高位钻孔抽采、上隅角埋管抽采的形式以及回采工作面的“随打即抽”措施。5.2 煤尘2008年10月,对矿井-1010m水平煤尘爆炸性进行了鉴定,开采煤层二、七、九煤之煤尘均有爆炸性,且各煤层的挥发份含量向深部未采区有增大的趋势。5.3 煤的自燃性2008年10月,对矿井-1010水平煤层的自燃倾向性进行鉴定,开采煤层二、七、九煤均属Ⅱ类自燃,一般发火期4~5月,最短的只有30天左右,深部有提前的趋势。5.4 煤与瓦斯突出防治根据2010年中国煤炭科学总院沈阳研究院对我矿-1200西一采区突出危险性鉴定, 2#煤层在-1020m标高以上无煤与瓦斯突出危险性,7#煤层在-1086m标高以下、9#煤层在-1010标高以下具有煤与瓦斯突出危险,矿井为突出矿井。我矿实施区域、局部双四位一体防突措施,严格执行“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则,不掘突出头,不采突出面。突出危险区7煤作为9煤的保护层开采,无保护层的实施 “顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯”、“顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯”的区域防突措施,石门揭煤工作面实施“穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯”的区域防突措施。区域突出危险性预测采用单项指标法(瓦斯压力P、瓦斯放散初速度△P值、坚固性系数f值、破坏类型等指标),区域效果检验采用直接测定残余瓦斯压力或残余瓦斯含量指标。局部防突突出危险性预测和效果检验采用钻屑指标法结合复合指标法,测定钻屑量S、钻屑瓦斯解吸指标⊿h2、钻孔瓦斯涌出初速度q三项指标。在预测无突出危险性的情况下,采用远距离爆破、避难所、反向风门、压风自救等安全防护措施下进行采掘活动。6 冲击地压6.1 冲击倾向性鉴定根据煤科总院北京开采所岩石力学实验室2010年鉴定,我矿2层煤、7煤层、9层煤为具有弱冲击倾向性的煤层,2层煤、7#顶板为具有弱冲击倾向性的岩层。我矿防冲工作以监测为主,针对特殊地段另行编制防冲措施,从而避免冲击地压事故。预测方法暂定采用钻屑法、电测辐射法、微震系统监测法。6.2 冲击地压预测预报方法采用综合指数法、电磁辐射法和钻屑法相结合,并通过常规矿压观测掌握顶板动态和来压情况的综合方法,对采掘工作面的冲击危险性和危险程度进行预测预报。6.2.1 矿压监测1、在工作面上、中、下部各布置一组测点,一组为5架支架,每天对支柱的初撑力和工作阻力进行观测,重点做好工作面初次来压、周期来压的预测预报。2、每天对监测数据进行处理,掌握顶板动态。6.2.2 电磁辐射监测1、采用KBD-5电磁辐射仪对具有冲击倾向的区域进行监测。2、对监测点其幅值相对值超过平均值的1.5倍、脉冲数增加1.5倍及以上的区域,查明该区域的范围并分析该区域冲击地压的危险性。如已处于临界状态,必须采用钻屑法进行复查,若复查结果处于临界状态,必须及时通知矿调度室和施工单位并立即采取解危措施。6.2.3 钻屑法监测1、在同一工作面外压力正常的煤层中,平行于煤层倾斜方向布置钻孔,钻孔直径42mm,深度8~10m,间距5m,高度距底板0.8~1.2m,记录每孔每米煤粉量,然后用加权平均法对其进行处理,其值作为标准煤粉量(正常值),然后用标准煤粉量和相应米数的煤粉率相乘,得到每米的临界值,2、在回采工作面煤壁区上、中、下均匀布置三个钻孔、材料道下帮、皮带机道上帮具有冲击倾向的区域每隔20m打一钻孔,钻孔要求钻孔直径42mm,深度8~10m,高度距底板0.8~1.2m(根据地质条件可适当调整孔距);掘进工作面在一头中部布置一个钻孔,两帮每隔20m打一钻孔(根据地质条件可适当调整孔距),钻孔要求直径42mm,深度8~10m,高度距底板0.8~1.2m,记录每孔每米煤粉量,然后和临界值进行比较。3、如果每米实际煤粉量大于该深度的临界值及打钻过程中出现卡钻、吸钻、煤炮声频繁等现象,则表明该区域已具有冲击危险性,必须及时通知矿调度室和施工单位并采用煤层卸压钻孔或煤层注水方法法对其进行超前卸压。6.3 冲击地压预测指标各煤层临界煤粉量数据表2层煤临界值孔深(m) 2m 3m 4m 5m 6m 7m 8m 9m 10m 备注 钻孔/采高 0.9 1.36 1.82 2.28 2.73 3.18 3.61 3.91 4.35 取小数点后一位 适用指数 1.5 1.5 2 2.5 3 4 4 4 4 正常煤粉量(kg) 1.7 1.8 2.0 2.1 2.1 2.3 2.3 2.5 2.9 临界煤粉量(kg) 2.6 2.7 4.0 5.3 6.3 9.2 9.2 10.0 11.6 7层煤临界值孔深(m) 2m 3m 4m 5m 6m 7m 8m 9m 10m 备注 钻孔/采高 0.87 1.30 1.74 2.17 2.61 3.04 3.47 3.91 4.35 取小数点后一位 适用指数 1.5 1.5 2 2.3 2.6 3 4 4 4 正常煤粉量(kg) 1.5 2.3 2.4 2.5 2.8 3.7 3.3 3.4 3.6 临界煤粉量(kg) 2.3 3.5 4.8 5.8 7.3 11.1 13.2 13.6 14.4 9层煤临界值孔深(m) 2m 3m 4m 5m 6m 7m 8m 9m 10m 备注 钻孔/采高 0.8 1.2 1.6 2 2.4 2.8 3.2 3.6 4 取小数点后一位 适用指数 1.5 1.5 2 2.3 2.6 3 4 4 4 正常煤粉量(kg) 1.7 1.9 2.2 2.2 2.2 2.3 2.4 2.5 3.1 临界煤粉量(kg) 2.6 2.9 4.4 5.1 5.7 6.9 9.6 10.0 12.4 6.4 2012年防冲重点作业地点根据2010年煤科院对我矿西一采区-1010水平2#、7#、9#煤层冲击倾向性鉴定结果,结合矿井实际情况,防冲重点区域主要有以下工作面:(1)回采工作面:2444、7447、7448、9444工作面。(2)掘进工作面:7448皮带机道、7448材料道、7449皮带机道、7449材料道、9444材料道、9444皮带机道。6.5 解危方法掘进工作面:主要采取大直径钻孔卸压措施及煤层高压低流量注水措施,根据现场实际情况适当选取煤层卸压爆破解围措施。回采工作面:因工作面不适合采取钻孔卸压措施,故采取煤层注水解危措施。6.5.1 钻孔卸压(1)煤层卸压钻孔直径Ф100 ~300mm,孔深应达到高应力区。在工作面上孔深为L≥3.5M+a;在巷道两帮孔深L≥4M,一般为10 ~50m。L----孔深,m;M----采高或巷道高度,m;a——两次卸压之间的进尺,m。2、孔间距:在回采工作面上或巷道两帮打卸压孔时,孔距5~10m;在掘进工作面打卸压孔,每10m2断面一个孔,孔应打在采高中部或断面的中心位置,方向要和煤壁平行或按措施规定的方向。(2)打卸压孔之前,一定先打煤粉监测孔,以查清压力带的范围、状态和危险程度。(3)卸压孔打完之后,也要利用煤粉钻法进行效果检查,若煤粉量仍然超限,就要再增加卸压孔个数,卸压后的检查煤粉孔,要布置在两个卸压孔之间,距原卸压孔不小于1~2m,深度 7~8m,方向要平行卸压孔。卸压时间为30分钟,卸压期间所有人员必须撤至距施工地点直线距离150m外,任何人不得进入煤壁区。(4)采取钻孔卸压后,生产单位重新施工预测钻孔,由防冲工区预测人员进行解危效果检验,如检验数据仍超过临界时,采取卸压爆破,直到测定值小于临界值后方可恢复生产。6.5.2 煤层高压注水卸压(用于回采工作面)(1)注水区域:上下出口15m--60m范围工作面侧煤体。(2)注水孔垂直于煤壁,平行于层面,钻孔直径42mm-50mm,深度10-15m,间距10-15m,孔口距底板0.8-1.2m。(3)采用封孔胶囊进行封孔,符合封孔要求,确保无漏水现象。(4)注水卸压后,生产单位重新施工预测钻孔,防冲工区预测人员进行解危效果检验,如检验数据仍超过临界时,继续采取煤层注水措施,直到测定值小于临界值后方可恢复生产。6.5.3 严格编制、审批各回采、掘进工作面防冲安全技术措施,并严抓规程措施在施工现场落实兑现情况。5.5.4 深入现场监督防冲工作的实施,并检查施工工具配备是否齐全,设备是否完好。6.5.5 严格按照各级防冲管理规定要求,做到有效防治冲击地压事故的发生。6.5.6 积极推广应用集团公司防冲工作的先进方法、技术。第二节 灾害预兆1 煤炭自然发火的预兆1.1 煤层的温度,附近的空气温度和水的温度都比正常情况下高。1.2 附近的氧浓度降低。1.3 附近巷道的壁面和支架表面出现水珠(煤壁出汗)。1.4 出现有毒有害气体,如CO、CO2和各种碳氢化合物。1.5 巷道中出现煤油、汽油、松节油和焦油等气味。2 煤与瓦斯突出的预兆绝大多数的煤与瓦斯在突出发生前都有下列预兆:2.1 有声预兆2.1.1 响煤炮。不同的矿区、工作面,其预兆的声音大小、间隔时间、在煤体深处发出的响声种类都有不同,有的象炒豆似的劈劈叭叭声,有的象鞭炮声,有的象机关枪连射声,有的似跑车一样的闷雷声、嘈杂声、沙沙声、嗡嗡声以及气体等过含水裂隙时的吱吱声等。2.1.2 压力突然增大。发生突出前,因压力突然增大,支架会出现嘎嘎响,壁裂折断声,煤岩壁会开裂,打钻时会喷煤喷瓦斯等。2.2 无声预兆2.2.1 煤结构构造方面表现为:层理紊乱,煤变软变暗、无光泽,煤层干燥,煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大、倾角变陡。2.2.2 地压显现方面表现为:压力增大使支架变形,煤壁外鼓、片帮、掉渣,顶底板出现凸起台阶、断层,波状鼓起,手扶煤壁感到震动和冲击,炮眼变形装不进药,打钻时跨孔、顶夹钻等。2.2.3 其它方面的预兆有:瓦斯涌出异常,忽大忽小,煤尘增大,空气气味异常、闷人,煤或空气变冷、变热。上述突出预兆并非每次突出时都同时出现,而仅仅是出现一种或某几种。3 冒顶预兆3.1 顶板出现响声。岩层下沉断裂、顶板压力急剧加大,直接顶和基本顶发生离层、或顶板切断,顶板发出断裂声。采空区内由于基本顶和上方岩层产生离层或断裂,顶板发出闷雷声。3.2 顶板出现掉渣现象,掉渣越多,说明顶板压力越大,这是发生冒顶的危险信号。3.3 煤壁片帮。冒顶前压力增大,煤壁受压后煤质变软变酥,煤壁片帮增多。3.4 顶板出现裂缝、裂缝增加或裂隙张开,裂缝加深加宽,说明顶板继续恶化。3.5 顶板快要冒落时,往往出现顶板离层。3.6 瓦斯或瓦斯涌出量突然增加。3.7 出现顶板淋水或顶板淋水突然增加。4 冲击地压的预兆4.1 宏观预兆4.1.1 地层声响:顶板断裂加剧,能听到清脆基本顶断裂声或远处老塘有闷雷声。声响 加大加密,由清脆到沉重时,可能有冲击地压发生。煤壁片帮、干炸,钻杆震动易卡不好拔出,煤壁被压有咕咕叫声。4.1.2 顶底板移近量加大,移近速度加剧。4.1.3 支柱折断劈裂、柱帽或顶梁变形加剧,范围不断扩大。4.1.4 煤粉量超过临界值、大于3mm块状颗粒超过煤粉量的30%。4.1.5 钻眼时有频繁的夹钻、顶钻、吸钻现象。4.1.6 围岩变形与移动严重,顶板下沉,底板鼓起,巷道变形严重。4.1.7 煤(岩)炮频繁。4.2 微观预兆4.2.l 小冲击地压(微震资料分析)在某方向比较频繁,且高于其他方向,预示该方向有较大冲击地压发生。4.2.2 小冲击地压(微震资料分析)在某一方向较频繁,而突然出现一段平静或显著下降,预示该方向有发生较大冲击地压的可能。4.2.3 小冲击地压(微震资料分析)比较分散,不集中在某一方向上,间隔时间较长,一般来说,在近期不会发生较大冲击地压。5 透水预兆挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫声、顶板淋水加大、顶板来压、底部鼓起或产生裂隙出现渗水,水色发浑,有臭味等异状。第二章 矿井生产布局及接续1、生产计划指标。原煤产量115万吨,综合进尺8825m,其中开拓进尺2471m。2、生产布局及接续。回采安排2个综采工作面连续生产,1个高档面配采(7208面),掘进安排8个头(含建井处2个头),其中开拓4个头,回采4个头。生产布局是:-1010水平采完1个二煤(2444)工作面和-1200水平采完1个七煤(7447)工作面,然后在-1200水平采1个九煤(9444)工作面,在9444跳面期间采-1010水平二煤(2440)工作面,-1200水平采1个七煤(7448)工作面。-450西一采区2~5月配采1个(7208)高档工作面。2013年原煤生产格局为2个综采工作面生产,全年动用工作面6个,采完4个。采煤具体接续是:综采一区:7447面→7448面,综采二区:2444面→9444里面→2440面→9444外面,准备工区:7208面。开拓头的具体接续是:掘进一区1队施工-1200瓦斯抽放硐室,1月21日贯通后,施工-1200行人暗斜井中间行人联络巷至4月18日,从4月22日起掘-1100二煤回风下山上平台及-1100二煤回风下山(-12°)至年底,掘382m,余113m。掘进一区3队施工-1200轨道石门绕道,3月8日完工后,接掘-1200西一采区小湖系延深皮带至9月2日,之后掘-1100二煤轨道下山上车场及轨道下山(-13°)至年底,掘177m,余262m。建井处2个头,一个头施工-1010西二回风石门及联络巷至2月底,3月初施工-1010西二上部专用回风道(+22°)及上平台,9月底施工-1010西二上部联络巷,12月中旬与轨道上山贯通,接着施工-1010西二储煤仓上部风道至年底。另一个头施工-1010西二轨道石门至3月中旬(其中留1个月揭煤打钻时间),3月18日施工-1010西二采区变电所及通道,从5月1日开始施工-1010西二上部轨道上山下车场及轨道上山(+18°), 12月中旬施工-1010西二皮带斜巷横贯至年底。2013年-1010西二采区开拓工程量计1300m。回采头的具体接续是:掘进二区1个头,掘2440材料道及切眼至3月18日透窝,之后掘9447材料道,7月2日转向掘7449施工道,9月1日转向掘7449材料道,12月下旬掘到位,而后打硐室、刷切眼至年底。掘进三区2个头,一个头掘7448材料道,5月10日至6月22日掘7448切眼,7月16日转掘9428材料道,10月26日转向掘9428切眼,之后转掘9447皮带横贯、9447皮带机道至年底。另一个头掘7448运输斜巷,2月2日转向掘7448皮带机道,6月25日透窝。7月16日转掘9428皮带机道,10月30日转向掘9428切眼,11月16日透窝,之后掘9447材料道至年底。掘进四1个头,掘2440皮带机道,3月2日转向掘2440切眼,3月15日完工。3月25日转掘7449皮带机道(反向),4月19日掘7449皮带机道,12月5日转向掘7449切眼,12月27日透窝、方出7449工作面。第三章 矿井重点安全工程2013年安全生产费用工程建议计划安排投资10136万元。具体是:通风工程3113万元,主要用于通风降组运行费及HEMS系统改造等;瓦斯治理1473万元,主要用于瓦斯抽采系统扩容和安全设备等;防突工程1277万元,主要用于防突、防冲工程、煤矿用深孔钻车、电磁辐射仪等设备购置;防治水110万元,主要用于副井井筒排水、井下探放水;机电88万元,主要用于高压防爆开关永磁化改造及三米斜巷绞车主泵等;供电490万元,主要用于35KW变电所6KV高压开关柜及电板改造、地面架线电瓶车等;提升与运输1475万元,主要用于架空乘人装置、250皮带机头及设备购置等;防尘121万元,主要用于井下防尘管路及自动喷雾装置等;其它1938万元,主要用于无人值守系统安装、-1200紧急避险系统硐室及通道、移动救生舱、紧急避险系统装备等。第四章 矿井灾害预防措施第一节 顶板事故预防措施1 采煤顶板事故预防措施1.1 按《煤矿安全规程》(2011版)、集团公司《顶板管理实施细则》(2006版)及有关技术规定要求,及时组织编制采煤作业规程及有关技术安全措施,并严格按要求组织好规程、措施的贯彻落实工作。1.2 矿每月、生产技术科每周、区队每天组织召开一次顶板分析会,生产技术科每周一次技术例会,及时分析顶板动态,把握顶板管理重点;坚持每月审查作业规程及安全技术措施。1.3 坚持搞好采煤工作面的支护质量监测和矿压预测预报工作,并以书面形式通知生产单位。1.4 坚持开展采煤工作面地质预报落实工作,对每一条预报要有专门的处理措施。1.5 对采煤工作面初次放顶、结束面、过断层、过老峒等顶板管理关键,分管矿领导必须组织有关单位人员现场会审,提出主要安全技术措施并形成纪要,严格贯彻执行。(附:采煤工作面顶板管理重点,见附表一)1.6 加强煤壁区、断层处、破碎带、切断线及两端头等事故多发地段的顶板管理;煤壁区严格按要求及时支护,局部因节理造成漏顶或切顶时,必须采取超前逮顶措施,防止漏冒顶事故的发生。1.7 加强工作面工程质量,不合格工程及时整改。专人测压二次补液,提高支架(柱)工作阻力和支护强度。泵站压力综采面不低于30MPa,综采支架初撑力不低于24MPa,单体支柱初撑力不低于90kN。1.8 综采工作面倾角≥25°时,必须按集团公司要求使用挡矸装置(包括挡矸网和挡矸帘),将机道和人行道完全隔离开。缓冲帘要求:①用短铁道和40T溜子链条绳制作,横梁使用轨道和40T链条;下端使用轨道,一根轨道间隔一根链条,横梁4~6层,间距0.3m;宽度1m。②缓冲帘使用φ16mm铁钩固定,煤壁侧向下偏15°, 上端吊挂在支架前梁上,下端采空区侧固定在溜槽挡板上。③每15m设置一组缓冲帘。普通防护网要求:①防护网采用尼龙绳编织网,规格:5m×1.5m,网孔≯6cm×6cm。②防护网上端用φ12mm小铁钩吊挂在支架上,每架支架设2个吊挂点;下端φ12mm小铁钩固定在溜子挡板或挡板站脚上,每节溜槽设2个小铁钩,随网升降调整小铁钩勾的位置。③提前采煤机前滚筒7.5m吊挂好缓冲帘和防护网,采煤机通过后及时复位。采煤机上滚筒司机站在防护网未撩开的地方,并为下滚筒司机做好监护。1.9 倾角≥25°时,人行道每15m设置一组防护网,走向设置,插入齿条深度≮5cm,人通过后及时复位。防护网框用2吋钢管制作,中间固定菱形铁丝网,高度≮1.5m,宽度能覆盖人行道。1.10 采煤机不得停在大倾角地段检修进行,必须在大倾角地段煤壁区检修采煤机、溜子或其它作业时,必须制定专项措施。1.11 倾角≥25°地段溜子运行时,严禁人员在溜头下方行走或跨越溜子。采煤机运行时人员必须进入人行道。1.12 加强工作面特殊地点顶板管理,三四角门地段、两道出口、巷道掘进中发生过高冒等巷道的顶板管理,要及时制定并严格落实相适应的技术安全措施。1.13 加强深部开采冲击地压预防工作,尤其是F1上盘工作面的防冲击地压,要采取针对性措施,预防冲击地压的发生。1.14 积极推广新技术、新经验、新工艺。1.15 做好超前预控工作,生产技术科每月5日前对每一工作面进行预控分析,并落实专人负责,提出解决的措施。掘进工作面顶板事故预防措施2.1 每周召开一次掘进顶板分析会,针对顶板管理方面存在的问题,制定有针对性的措施,并认真贯彻执行。2.2 加强开、透窝的顶板管理,编制开、透窝专项安全措施,并认真贯彻落实,施工单位必须有干部现场把关。2.3 锚杆支护巷道三、四角门采用增加锚索的方式加强支护,施工单位必须在措施中对增加锚索的数量及锚索的布置形式要有明确的规定。架棚巷道的抬棚必须要有专门设计、专门加工。施工前由工区技术员根据现场会审的要求,编制施工安全技术措施,画好施工放大图。扶抬棚前,必须扶架棚、打点柱,穿插梁应逐根进行,严禁大拉大换。抬棚竣工后,生产技术科、安全监察科必须组织专人进行验收,经验收合格,方可正常进行掘进。生产技术科对扶设的抬棚要编号,建立台帐以备检查。2.4 掘进工作面严禁空顶作业。工作面迎头在落煤(岩)后必须设置临时支护,其临时支护方式、技术要求、操作程序应在作业规程、措施中明确规定,并经矿总(副总)工程师批准。2.5 在敲帮问顶、找掉时,班(组)长必须指定专人监护顶板。找掉人员应在有支护的情况下进行,找掉工作应自外向迎头、自顶向帮,使用长把工具进行。找掉完成后应首先设置好临时支护,然后方可进行其它工作。2.6 井巷掘进中,无防突、防冲贯通的两工作面相距20m(掘进机工作面相距50m)前,冲击地压煤层贯通的两工作面相距30m(掘进机工作面相距50m)前,突出煤层贯通的两工作面相距60m前;地测部门必须下达透窝通知单,给定透窝点位置。施工单位必须编制透窝措施,报矿总工程师(副总)批准。2.7 临时停头时,永久支护必须跟到迎头。凡变更施工队伍或停头掘进七天以上而又复工的掘进工作面,都要重新贯彻作业规程或施工安全技术措施。2.8 掘进巷道过地质构造带、过老硐、由岩巷揭露煤层时都应制定措施,及时加强支护,而且这些区域巷道及前后20m范围内原则上不得施工硐室,确需施工硐室的,必须经矿(处)总工程师批准。锚杆(喷)支护巷道遇独立断层(巷道走向30m范围内仅有一条断层),宜优先选用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行支护,并适当采取加强支护措施;锚杆支护巷道遇断层带(巷道走向30m范围内两个及以上断层);过向、背斜轴部区域;钻锚杆、锚索钻孔时孔底及锚固范围出水的巷道范围内必须采取锚杆(索)、架棚双套支护或架棚支护方式进行支护,其加强支护应延伸到正常巷道的距离不得小于5m。2.9 为避免巷道顶、帮因重复修护造成的局部应力集中,对围岩变形量较大的巷道,可采用两个断面检查验收,巷道变形后的最小断面必须满足掘进期间的安全生产的需要,并制定专门措施。移交巷道时应满足设计断面要求。2.10 锚杆支护巷道落煤(岩)后,迎头达到可以进行顶板锚杆支护的高度时,必须立即进行顶板支护,巷道顶板锚杆支护必须紧跟迎头施工,不得为了网的压茬而使迎头一排锚杆虚设。紧靠迎头一排锚杆距离迎头若超过1/2个锚杆排距时,必须采用临时支护设施护顶。顶锚杆必须逐排由外向迎头顺序施工,每排锚杆必须由中间向两帮顺序施工,必须采用快速安装工艺钻孔、搅拌、安装,应尽可能减少顶板空锚时间,严禁采用一次性将所有钻孔打好,再一次性安装锚杆的办法施工。2.11 施工锚杆孔所用的钻杆长度不得大于所用锚杆的长度。锚杆必须推到孔底,螺母外锚杆丝扣长度应在10~40mm之间。安装撅顶道的顶部锚杆螺母丝扣外露应在30~40mm,便于装撅顶道吊环。2.12 螺母的拧紧必须采用锚杆钻机、7655改进型凿岩机、风煤钻、气板机等机械设备进行,且必须对锚杆螺母进行二次紧固,以保证螺母扭矩符合规定要求。螺母扭矩按锚杆直径分,Φ≥20mm,150 N·m≤扭矩≤200 N·m。二次紧固必须符合以下要求:Φ20mm、Φ22mm,250 N·m≤扭矩≤300 N·m。其螺母扭矩大小、二次紧固时间应在作业规程、措施中明确规定。2.13 网规格、联网方式必须在规程措施中明确规定,采用压茬联接方式的压茬宽度应保持在100~200mm范围内,并用铁丝双排扣连接,且将网拉紧压实,紧贴巷道围岩表面。有条件用锚杆托盘压网的必须采用锚杆托盘压网;采用不压茬联接方式的,其网与网之间必须通过自身连接或用铁丝单排扣连接形成整体。联网材料必须采用不低于14#的双股铁丝联接,联接点间距不大于200mm。2.14 锚杆托盘、螺母等配件必须与锚杆强度匹配,发现断锚杆或托板穿孔等原因造成锚杆失效的必须及时补打,并分析原因,确定是否要改变锚杆规格、提高锚杆强度。2.15 遇顶板淋水、帮渗水较大的施工巷道,应对在该区域初期安装的锚杆进行拉拔试验,以确定锚固剂对该区域的适应性,并根据试验情况及时采取针对性措施。2.16 锚索施工后,必须适时对锚索进行检查,发现预紧力不足应及时进行二次张拉。锚索必须滞后迎头4/5个排距布置,但距迎头最大距离不得超过2个锚索的排距。2.17 岩巷锚喷支护必须采用先光爆初喷、后锚(网)复喷的施工工艺。其主要施工工序为:光爆—敲帮问顶、找掉—临时支护—排矸(—打护顶锚杆)—初喷—打锚杆眼(挂网、钢带等)—安装锚杆—锚杆螺母二次紧固—复喷—养护。2.18 凡采用锚喷支护的巷道,必须采用光面爆破,爆破后的巷道要成型规整,轮廓尺寸基本符合设计要求。眼痕率应达到50%以上,超挖不超过150mm。2.19 锚杆抗拨力试验,巷道每30~50m,锚杆在300根以下,取样不少于1组,300根以上,每增加1~300根,相应多取样1组,设计或材料变更,应另取1组,每组不少于3根。喷射混凝土强度试验,一般巷道每30~50m,取样不少于1组,试块每组3块,芯样每组5块,应在井巷类似条件下养护。材料或配合比变更时,应另行取样。试块或芯样按2012年版《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》标准要求进行做样、制样压力试验,并做好检查和试验记录,其抗压强度必须达到设计要求。2.20 锚喷支护的巷道,遇下列情况:易风化潮解剥落的松软岩层,各类破碎岩层,断层破碎带,陷落柱,有草帽滑的顶板,迎头围岩有淋水、滴水、采取了封、堵、截、导等治水方法,仍无法继续施工的,当巷道穿层距煤层法线距离7m时,应采取加强支护或改变支护形式。2.21 初喷厚度30~50mm,应在喷层凝固后方可进行锚杆施工工序的操作。复喷厚度20~40mm,复喷必须覆盖网、钢带、锚杆托板。喷浆成巷后锚杆端部可以适当外露,但应喷一层砂浆封闭外露部分,以防生锈。喷浆总厚度以不超过100mm为宜。加强对喷层进行洒水养护,对迎头一定范围内的巷道(相当于该头月进尺)进行洒水养护,每班不少于2次,确保养护时间达到28天,以提高喷体强度。迎头至少15m不得复喷,以便于二次紧固螺母和质量检测等工作,复喷距迎头的最大距离不得超过30m。复喷前必须适时对螺母进行二次紧固,并对锚索进行二次张拉。以确保螺母扭矩、锚索张拉力达到规定要求。2.22 锚杆支护巷道如两帮稳定、不片帮,帮锚杆施工可适当滞后一段距离,但滞后距离和最大空帮时间必须在作业规程、措施中明确规定。2.23 锚杆支护巷道遇断层,宜优先选用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行支护,并适当采取加强支护措施,其加强支护延伸到正常巷道的距离不得小于5m。2.24 采用锚杆支护的煤层巷道,必须在料场备有不少于10架的备用定型支架。2.25 巷道顶板离层的监测2.25.1 煤巷锚杆支护巷道必须安装顶板离层指示仪,定期观测顶板稳定状况。离层指示仪安装地点、数量应在作业规程中明确规定。2.25.2 离层指示仪应安设在巷道中部。双基点离层指示仪的深基点应固定在锚杆上方较稳定的岩层内,浅基点固定在锚杆端部位置处。2.25.3 离层临界值因地质条件、采动影响、支护方式等因素不同而异。根据条件,经过试验研究分析,确定不同条件下的离层临界值,并在规程措施中明确规定。2.25.4 发现顶板离层达到临界值时,应立即向矿调度室汇报,由矿有关领导召集有关人员分析顶板离层原因,并采取相应的安全技术措施。2.26 掘进巷道架棚时,腰帮接顶材料的数量、质量、排列、材料规格尺寸必须在作业规程或施工安全技术措施中明确规定。支架与顶帮之间的间隙,必须背实、楔紧,禁止空帮空顶和大笆瞒顶作业。2.27 每月对掘进作业规程审查一次,针对现场变化及时补充技术安全措施,并认真贯彻执行。2.28 加强隐蔽工程管理,建立锚杆、锚索施工台帐,做到每一根锚杆、锚索都能找到施工人、时间、班次。2.29严格按照《徐州矿务集团有限公司掘进顶板管理实施细则(2006年4月颁发)》执行。2.30 做好事故隐患及预案的分析排查工作,矿每月24日前,十项专管人员每周、单位每日分别对每所辖掘进工作面进行隐患排查,并按照所排查隐患的专业和类别,分别落实整改措施、整改责任人、整改期限、整改资金等,专人负责,确保隐患的闭合管理。第二节 井巷修护灾害预防措施1、每月召开一次井巷修护顶板分析会,总结上月工作,分析本月井巷修护顶板隐患及存在问题,制订有针对性、可操作性措施。2、对井巷的修护和管理应严格按煤矿井巷修护质量标准进行,要坚决做到一工程一措施,无施工安全技术措施的一律不准施工。3、回采工作面结束时,对需要保留的巷道应及时组织修护,并保证维修质量。4、扩修和维修井巷连续撤换支架时,必须有保证冒顶堵塞井巷时人员撤退时的安全路线。在独头巷道维修支架时,必须由外向里逐架进行,并严禁人员进入里面工作。撤换支架时,应先加固工作地点的支架,清理好后路及工作地点环境。架设或撤除支架时,在一架未完工前,不得终止工作,撤换支架的工作应连续进行,如果不能连续施工,每次工作结束前,必须接顶、封帮,确保工作的安全。维修倾斜井巷时,应停止行车,需要通车作业时,必须制定行车安全措施,严禁上下段同时作业。5、改棚工作不得少于3人,必须先检查后工作,做好敲帮问顶工作,检查巷道顶板岩石破裂情况及支架损坏程度。巷道出现断棚时,必须先打好支柱或扶好临时架棚。改棚时迎头必须使用好安全点柱或撅顶道和10m整体加固,架棚间使用四道撑棍。大于8°的斜巷改套棚时,所有架棚都必须使用整体加固。6、修复井巷过老塘时。一是撞楔法,二是木垛接顶法。无论采取哪种方法,都必须指定专人监护顶板。7、锚喷巷道修护应由外向里进行,严格进行找掉,找掉时应先顶后帮,使用长不小于2m的长把工具站在安全地点,并有专人监护的情况下进行。对大于1 m2的开裂喷体在找掉时,必须在打好护身点柱的情况下施工,将所有开裂、离层的浆块或岩块全部撬掉找尽。凡损坏面积在1 m2以上的,找掉后先初喷成形,然后补打锚杆,挂金属网安装托梁,并复喷。复喷时必须从顶板完好处施工,且设备及土产料放在顶板完整地点。8、锚喷巷道扩修时,必须采取岩巷掘进新工艺施工。即扩巷→初喷→锚网梁→复喷。9、深部失修巷道锚注修护时,必须先锚网梁喷支护,然后锚注,在巷道底板30~45º角的底板上打底角锚杆,垂直于底板。10、锚网梁支护巷道修护时,在断层附近、顶板淋水区域、应力集中区域等,必须进行套对棚加固。11、挑顶、扩巷修护时,必须在接茬外5m范围进行锚杆、锚索或套棚加固。12、所有巷道修护完工后,必须将遗煤、遗矸等杂物清理干净,做到工完料净,保持巷道整洁。第三节  瓦斯、煤尘爆炸事故及矿井火灾预防措施1.1 年初由生产技术科、通防科组织一次矿井通风系统巷道普查,主要检查巷道的状况和通风设施的状况,并对失修巷道及不达标的通风设施排出修护、维修复砌计划,年内按计划执行。1.2 根据采掘接续计划,及时作好区域性通风系统调整,确保通风系统的稳定可靠,控制串联风系统处数,杜绝局扇发生循环风现象。各采掘面实供风量确保大于需要风量,并根据采掘面的温度及瓦斯涌出情况,适当加大采掘工作面的供风量。1.3 年内利用矿井停产检修时间,进行一次全矿井反风演习。1.4 年内重点加强采煤工作面两道的维护管理,确保有效通风断面符合集团公司要求,杜绝风速超限现象。1.5 严格执行“以风定产”原则,加强-800以下西一采区的通防管理,简化、优化通风系统,控制该地区的采掘头数,严格按照集团公司供风细则供风,严禁风量不足及超能力生产的现象。1.6 严格巷道贯通管理,按《规程》和有关上级要求制定完善的巷道贯通技术措施,坚持“有掘必透”。1.7 根据采掘布局情况,及时优化矿井通风系统,降低通风阻力,提高矿井通风能力。1.8 加快矿井深部通风系统改造的施工步伐,严格按照集团公司审批的设计组织施工。1.9加大矿井风道的检查与修护力度,每月对矿井风道进行一次全面的检查,矿井每月均配备足够的力量进行巷道修护,确保矿井风道失修率符合质量标准化的要求。2.0 严格落实 “一炮三检”和“三人联锁”放炮制度,安全监察科、通防科及通风工区要加大检查力度,确保现场兑现。杜绝瓦斯员空班、漏检和假检,严格瓦斯员现场交接班制度和班中汇报制度。2.1 所有掘进工作面必须全部实行双风机、双电源、双开关供风,风电闭锁及瓦斯电闭锁必须齐全,灵敏可靠。主、备风机必须实行自动切换,严禁局扇停电停风现象。各局部通风地点的通风管理必须严格按照矿井通风质量标准化的要求进行管理。各掘进面风筒出口风量必须满足巷道风速及稀释瓦斯的需要,风筒出口距迎头的距离岩巷不大于8m,煤巷、半煤岩巷不大于5m。2.2 局部扇风机供电必须实行采掘分开,并采用“三专”供电、机电科必须加强供电系统检查与管理,确保供电系统正常。2.3 施工单位必须设专人看管风机,严禁随意停开风机,无论是在工作中或交接班时都不得停风;因机电事故或冒顶等事故造成停风时,施工单位的班组长和瓦斯员必须及时切断电源,撤出人员,打开压风,并在停风地点的巷道入口处设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内。在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有确认瓦斯不超过3%时方可人工启动风机,按照限量排放的原则,恢复巷道通风。一旦瓦斯达3%,必须立即制定瓦斯排放措施,严格按措施进行处理。2.4 各采掘工作面及串联通风系统必须按照《煤矿安全规程》要求,安装瓦斯自动监测报警断电装置,并按其规定进行校验、维修和管理,严格落实监测监控方针。2.5 严格按照《煤矿安全规程》要求为相关人员配备便携式瓦斯自动检测报警仪,并加强管理,确保正常使用。2.6 强化采煤工作面上、下隅角瓦斯管理,严禁工作面上、下隅角撇料,并确保正常超前一档回料。工作面上、下隅角在正常使用好挡风帘的同时,必须及时拆卸锚杆、锚索和剪网,确保顶板及时冒落。工作面下头必须及时做超前,降低工作面下出口的风速,减少采空区漏风量。2.7 采掘工作面在回采或掘进过程中,遇到地质构造或岩巷掘进面将揭露煤层时,地质、技术部门必须提前预报揭露距离,技术部门必须组织编制专门措施,提前打超前钻孔,探明瓦斯压力及瓦斯赋存情况,确保瓦斯不超限情况下施工,同时通风、防突部门要制定专门的防治措施,加强现场瓦斯检查与管理,避免出现瓦斯超限现象。2.8 严格执行“以风定产,先抽后采,监测监控”的瓦斯治理十二字方针,加强回采工作面的瓦斯抽放工作。采取高位抽放、本煤层抽放及上隅角抽放综合瓦斯抽放措施,同时开展大采深、低透气性煤层的瓦斯抽放技术研究,探索****煤矿瓦斯抽放的规律,为矿井瓦斯抽放提供理论依据。2.9 备用工作面巷道及其它无人工作通风巷道,必须在低洼处安装排水设备,并正常排水,防止水封巷道,造成瓦斯积聚。掘进工作面停止生产不得停风,否则必须在24小时内封闭完毕。独头盲巷必须实行永久封闭,高冒区必须用不燃性材料接实并定期进行气体检查分析。独头盲巷墙前出现瓦斯积聚时,必须采用局部通风方法解决;高冒区出现瓦斯积聚现象时,必须采用插管通风或插管注水的方法予以解决。2.10 突出危险区采掘工作面严格执行放炮停电及远距离放炮制度。每次放炮前,瓦斯员必须将放炮区域的人员撤至距放炮地点不少于300m的进风流中或压风自救下,将放炮工作面内及回风流的非本质安全型电气设备停电,瓦斯员将每次撤人停电有关情况汇报矿调度室,矿调度室认真记录停电撤人的有关情况。2.11瓦斯管理上必须严格执行《煤矿安全规程》第134、135、136、137、138、139、140、141、142、143、145、146、147、148、149、150条的规定。2.12 严格执行瓦斯排放三级管理制度,瓦斯排放时必须执行瓦斯排放“三原则”。2.13 巷道掘进期间,严禁出现独头盲巷;电绞窝深度严禁超过3m。2.14 巷道贯通前,必须做好通风系统调整准备工作,巷道贯通后必须停止现场一切工作,及时进行通风系统调整,形成正规通风系统。2.15 煤巷与半煤(岩)巷掘进工作面必须实行煤层注水措施,提前释放煤层中的瓦斯,降低瓦斯压力。2.16 各种瓦斯检测仪器、仪表必须定期检验、维修,严禁不合格的仪器、仪表下井。2.l7 年内进行一次矿井瓦斯等级鉴定工作,摸清瓦斯涌出分布情况,突出重点进行管理。2.18 瓦斯员必须掌握所属区域的瓦斯分布情况,对瓦斯涌出量较大、变化异常的重点部位和地点必须随时加强检查,密切注视;对可能出现的隐患和险情要有超前防范意识。2.19 强化瓦斯管理队伍业务素质培训工作,提高瓦斯管理水平,杜绝管理工作不善和人为造成的瓦斯事故。3 预防煤尘爆炸措施3.1 加强防尘管路系统的管理,每月对全矿防尘系统全面检查一次,保证水源充足,水压可靠,管路系统合理,严禁出现水量不足现象。3.2 严格按照质量标准化要求安装各种净化装置,风流净化与放炮喷雾必须封锁全断面,扒装喷雾与转载点净化必须保证喷射角度合适,全面覆盖运输的煤(岩)。转载点净化与放炮喷雾必须全面实行自动。落差大于0.5m的 转载点必须安装导煤板,采煤工作面与采区运输机道皮带机转载点必须安装防尘罩。3.3 严格执行湿式打眼制度,完善湿式打眼机具,使用好水炮泥放炮,贯彻好放炮前后洒水防尘工作。3.4 严格按照“无尘化”管理要求,加强防尘的现场管理,强化现场各类防尘设施的管理和使用,落实各单位分区防尘管理责任制。安全监察科、通风工区加大防尘设施的检查力度,保障防尘设施发挥除尘作用。3.5 严格执行好逢“8”防尘日、逢“9”补防日制度和各类巷道定期冲尘制度,杜绝井下出现煤尘堆积现象和巷道干燥现象。安全监察科、通风工区负责检查与督促工作。3.6 采煤机、综掘机内外喷雾必须正常使用。掘进机内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa;如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置,则必须使用外喷雾装置和除尘器。采煤机内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,喷雾流量应与机型相匹配。如果采煤机内喷雾装置不能正常喷雾,外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。施工单位每天必须对内外喷雾装置进行正常的检查维修。3.7 通防科、通风工区和采煤工区严格落实采煤工作面短孔注水措施,把该项工作作为一道固化的工作程序来开展,并严格考核,以确保注水后煤层含水量不低于4%。3.8 矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层、相邻的采煤工作面间,煤层掘进巷道同与其相连的巷道间,煤仓同与其相连通的巷道间,采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其他地点同与其相连通的巷道间,必须用水棚或岩粉棚隔开。矿井应每周至少检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。4 预防内外因火灾措施4.1 从设计和施工入手,逐步完善区域性反风系统。4.2 加快回采工作面的推进速度,避免采煤工作面的同一自燃带存在时间超过该煤层发火期,并控制采煤工作面内的遗煤量及浮煤量,提高煤炭回收率,由生产技术科负责落实督促检查。4.3 加强掘进巷道的顶板支护,尽量杜绝高冒区发生,一旦发生高冒区,施工单位必须用不燃性材料接实,通风工区进行挂牌管理,并进行定期的气体检查分析工作,一旦高冒区出现异常现象,必须及时采取插管通风或注水措施予以解决。二层煤掘进巷道必须将巷道顶、帮腰严接实,杜绝巷道顶煤离层或两帮空肩窝,消除蓄热条件。4.4 生产过程中应避免产生各类盲巷,否则,必须及时予以封闭,并挂牌管理,定期进行气体检查分析。4.5 一季度对在籍密闭墙必须进行全面普查,按“通防”质标化的要求进行完善、维修和管理,并认真落实气体检查分析制度。4.6 加强采煤工作面结束封闭工作,工作面结束以后 ,必须在45天内实施注浆封闭。4.7 各采煤工作面上隅角及回风流必须定期进行气体检查分析,综采必须做好采空区的堵漏工作,严格控制采空区的漏风量。4.8 加强巷道通风管理,杜绝蓄热点。4.9 井下各反风设施及各峒室防火门必须确保齐全、完好。反风设施由通风工区负责,各峒室防火门由机电科负责。4.10 所有下井人员必须熟知自然发火的一般征兆,发现自然发火事故必须及时汇报,并利用现场一切手段,采取直接灭火法进行处理。4.11 矿井各水平非常仓库内的储备物资种类、数量必须按规定配备齐全,由生产技术科和保卫科负责。4.12 各皮带运输机机头的消防专用“三通阀门”和25m消防专用软管以及
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