掘进工作面安全监控安全技术措施要点

关键词： 型号 掘进 工作面 安装

掘进工作面安全监控安全技术措施要点（通用10篇）

篇1：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

掘进工作面安全监控安全技术措施要点

（一）安装部分

1、掘进工作面概况

（1）简要说明工作面名称、生产单位、通风方式、通风距离、局扇型号等；

（2）预计瓦斯涌出量、瓦斯浓度

2、安全监控装置简介

简要说明安全监控系统型号、需要安装和使用的的安全监控装置的型号、数量、安装地点等，包括防爆交换机、监控分站、瓦斯传感器、断电/馈电器、设备开停传感器、CO传感器、风速传感器、温度传感器等。

3、安全监控装置的设置

安装使用的各类传感器的预警浓度、报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围等。

4、断电控制

根据安全监控部门提供的断电范围，由机电部门负责提供工作面供电设计并确定被控开关的种类、型号、编号、位置及被控制的所有电气设备名称、数量等。

断电范围应具体标明断电被控开关编号、数量、型号。

5、安装

安装单位及配合单位的责任；安装前调试、拷机等操作；安装时现场的安全确认及操作注意事项。安装完毕的调试、汇报等工作。

6、日常巡检维护维护

（1）根据AQ标准及集团公司有关规定，明确安装、使用、验收、移交、日常维护、看管、挪移、监管等相关工作的责任单位和责任人。

（2）确保断电控制可靠的措施：如安全监测工在对系统进行日常维护、延线、故障处理等操作时，严禁擅自甩开断电控制或停止监控设备运行。

（3）确保信息传输准确：如对通讯线路、装备及相关计算机进行巡查，确保性能可靠。

7、调校

简要说明调校周期、每次调校时间、调校方式，调校需注意的事项（按程序汇报、现场施工前的安全确认、携带气样是否符合要求、调校程序、调校结果、报警断电功能是否正常、异常情况如何处理）

8、故障期间处理措施

安全监控装置出现故障时的处理程序，包括汇报、处理等。

9、其他需要注意的事项

在掘进工作面原通风系统发生改变导致需要新增、删除或变更安全监控装置需要进行的操作等。

10、附图：掘进工作面施工图、通风系统图、安全监控装置布置示意图、掘进工作面供电系统图、安全监控装置断电系统图

（二）拆除部分

1、拆除原因及地点

简要对需拆除安全监控装置的原因、地点、生产单位

2、拆除安全监控装置简介

简要说明安全监控系统型号、需要拆除的的安全监控装置的型号、数量、安装地点等，包括防爆交换机、监控分站、瓦斯传感器、断电/馈电器、设备开停传感器、CO传感器、风速传感器、温度传感器等。

3、拆除过程

（1）现场操作时的安全确认

（2）安全监控部门及配合单位的责任区分（包括安全监控部门、通风区、机电部门等）

（3）拆除设备的过程

4、其他需要注意的事项

5、附图：通风系统图、拆除前的安全监控装置布置示意图

篇2：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

说明：本项大纲仅适用于工作面过封孔良好钻孔情况下的预防水措施编制。对于封孔不明、封孔不良或有出水预兆的钻孔，均需另行编制专项的封孔情况探查、重新封孔的防治水措施，经探查或重新封孔处理，确认封孔良好后，方可采用本项大纲。

(一)工程概况

1、巷道基本情况

2、钻孔基本情况

3、巷道与钻孔的关系

4、过钻孔时间

(二)施工准备

1、设备、管路、材料的准备

2、后路排水系统

(三)探眼布置

(四)防治水

上山施工的预防水安全措施、下山施工的防排水措施;疏排水线路与设备、设施等。

(五)顶板管理

1、施工工艺调整

2、临近支护加固措施

(六)其它事项

(七)附图

巷道平、剖面示意图

篇3：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

1 掘进工作面概况

千秋煤矿21141综采放顶煤工作面位于矿井西部二水平21采区下山西翼, 北为21121采空区, 南邻未开采的21161工作面, 西邻千秋矿、耿村矿边界煤柱, 东邻21采区下山煤柱。21141工作面上巷长1 455 m, 下巷长1 537 m, 可采长1 296 m。上、下巷净断面积17.8 m2, 沿煤层底板掘进, 全断面锚网索、36U马蹄形全封闭支架支护。该工作面对应地表为丘陵山地, 地表无村庄、水体。该工作面地质构造简单, 回采二煤, 平均采深684.4 m。

21141工作面上、下巷掘进期间的绝对瓦斯涌出量分别为3~5 m3/min和4~6 m3/min;煤尘爆炸性指数为44.57%;开采容易自燃煤层, 自然发火期1个月;煤层冲击危险性鉴定为中等冲击危险。21141掘进工作面上、下巷分别采用2×37 k W、2×55 k W的对旋轴流式局部通风机、Φ1 000 mm柔性风筒供风, 工作面上、下巷的供风量分别为750 m3/min和890 m3/min。

21141下巷掘进到660 m时, 560~650 m处发生冲击地压事故, 部分巷道底板鼓起量0.3~1.2 m, 36U型钢拱形可缩性支架的伸缩量0.1~1.8 m, 胶带架倾斜, 3名职工不同程度受伤, 邻近工作面与21141掘进工作面的采掘相向作业引发此次冲击地压事故。上级安全管理部门责令21141工作面下巷停掘工作面后, 才恢复掘进作业, 造成了矿井采掘接替严重紧张的局面。为此, 21141工作面上巷掘进工作面在完成切眼掘进工程后, 21141下巷里段开始从里向外掘进, 21141下巷外段开始从外向里掘进贯通。21141工作面通风系统见图1。

为防止冲击地压事故再次发生, 主要采取电磁辐射监测、钻屑法煤粉监测、微震监测系统等预测预报措施, 以及卸压爆破、煤层注水、瓦斯预抽、加强支护、高压水力压裂等防治冲击地压措施[1], 确保了工作面安全贯通。

2 巷道贯通技术措施

21141下巷里段掘进工作面与外段掘进工作面尚余150 m未贯通时, 掘进工作面正前方应力集中, 经常出现夹钻、顶钻、响煤炮现象。为确保工作面安全掘进与贯通, 决定采用高压水力压裂技术对未掘巷道煤体进行压裂, 然后进行瓦斯预抽, 解除工作面应力集中, 降低工作面瓦斯涌出量。

2.1 水力压裂试验

井下煤体压裂技术, 是一项煤矿瓦斯与冲击地压综合治理新技术, 具有增透、消突、降尘、抑制煤体自然发火、释放冲击地压和解除局部应力集中等多项重要作用。煤矿井下钻孔高压水力压裂技术[2]是将水作为动力, 在煤层中形成人工的空腔、槽缝和裂隙或扩大已有的裂缝, 使煤体发生位移。经压裂后的煤层, 其内部出现众多且延伸较远的裂缝, 使得在瓦斯预抽时钻孔周围出现大面积的压力下降, 煤层受降压影响解吸出来的气体能够通过压裂形成的裂隙运移至钻孔中, 保证了瓦斯能迅速并相对持久地排放, 抽出量较压裂前可增加数十倍, 从而起到卸压和排放瓦斯的作用, 最终达到释放瓦斯压力和解除局部应力集中的效果[3]。

试验位置在21141下巷外段掘进工作面迎面墙位置, 钻孔自东向西沿巷道掘进方向施工顺煤层压裂孔, 其高压水力压裂钻孔布置见图2。压裂孔钻头直径72 mm, 钻孔深度50 m, 采用专用封孔器与聚氨酯相结合的方式封孔, 封孔深度40 m。压裂泵额定压力为40 MPa, 最大排量为1.2 m3/min。水力压裂结束后, 在压裂孔周围施工抽采钻孔, 提前对煤层内瓦斯进行预抽。

通过对KBD-5、KBD-7电磁辐射仪、微震系统、钻屑法、煤粉含水率等监测设备在水力压裂前后的监测数据分析得知, 该地点煤体电磁强度和脉冲强度均下降, 压裂位置煤体在压裂开始后强度从321 m V迅速降到218 m V, 煤体不断破裂, 应力不断释放, 应力集中区域应力得以解除, 压裂后煤体含水率增大1.5%以上, 钻屑量由1.91 kg/m降为1.81 kg/m, 从而降低了冲击地压危险性[4]。

2.2 瓦斯预抽

为防止掘进机割煤引发冲击地压事故, 21141下巷掘进工艺改为爆破松动掘进机装煤, 在21141下巷掘进工作面放炮后或掘进机装煤期间, 工作面松动煤层中释放出大量瓦斯, 造成工作面风流中瓦斯浓度达0.7%以上, 持续时间2 h以上, 严重威胁工作面安全生产。为减少工作面爆破后出煤期间瓦斯涌出量, 主要采取了3种瓦斯预抽方式:工作面煤壁超前瓦斯预抽、上 (下) 帮疏压硐室[5]内超前瓦斯预抽、水力压裂后瓦斯预抽。

2.2.1 工作面煤壁超前瓦斯预抽

21141下巷每掘进6 m, 在垂直工作面煤壁施工本煤层瓦斯抽放钻孔14个, 钻孔深度10 m (其中3个卸压钻孔深度12 m, 抽放完毕后作为卸压爆破孔) , 孔径72 mm, 开展工作面煤壁本煤层超前瓦斯预抽, 以此循环施工瓦斯抽放钻孔, 预抽瓦斯。21141工作面煤壁瓦斯抽放钻孔及卸压炮孔布置见图3。

2#、3#、12#孔为正前卸压爆破孔, 其余孔为瓦斯抽放钻孔。

2.2.2 上 (下) 帮疏压硐室内超前瓦斯预抽

在21141下巷上帮、下帮每间隔20 m交替开设一个疏压硐室 (长×宽×高=4.2 m×4.2 m×2.8m) , 疏压硐室内施工本煤层瓦斯抽放钻孔3个。其中在疏压硐室正前方内沿煤层走向布置2个瓦斯抽放钻孔, 钻孔长度60 m;在疏压硐室内侧沿煤层倾向布置1个瓦斯抽放钻孔, 钻孔长度80 m。

2.2.3 水力压裂瓦斯预抽

在压裂位置向外10 m下帮疏压硐室内向工作面正前方超前施工2个瓦斯预抽钻孔, 钻孔长度60 m;在21141下巷里段工作面布置8个深50 m的瓦斯预抽钻孔, 超前预抽瓦斯, 再进行注水疏压。

高压水力压裂后, 21141掘进工作面钻孔瓦斯抽放浓度由4.5%提高到了6.0%, 单孔抽放瓦斯浓度最大15%, 21141工作面采取的循环浅孔注水技术以及预抽瓦斯技术后, 工作面瓦斯浓度始终在0.5%以下, 为21141工作面的安全贯通提供了技术保障。高压水力压裂前后瓦斯抽放效果比较见表1。

2.3 工作面安全贯通组织措施

由于千秋煤矿21141掘进工作面集高瓦斯、冲击地压、煤层容易自燃等多重矿井灾害于一体, 为确保工作面安全贯通及通风系统调整工作的科学有序实施, 成立了21141工作面贯通指挥部, 矿长为指挥长, 各分管副矿长、总工程师为副指挥长, 分管副总、科室科长、区队长为指挥部成员的21141掘进工作面贯通领导小组, 贯通调风指挥部下设安全贯通组和通风系统调整组, 每个小组明确了各自的职责和工作内容, 见表2。

2.4 工作面贯通时通风系统调整步骤

1) 当21141下巷里段与外段贯通相距36 m时, 在21141下巷贯通位置施工Φ94 mm、孔深36 m的长距离疏压钻孔2个, 其中一个疏压钻孔钻杆预留在煤壁内, 随工作面掘进及时回收钻杆, 为掘进工作面准确贯通提供科学依据。

2) 当贯通距离剩余6 m时, 施工多个穿透钻孔, 超前对煤体内残存瓦斯进行释放, 巷道贯通后将正压通风变为负压通风, 降低下巷外段大气压力, 减少向巷道内释放瓦斯量;下巷回风通过钻孔部分引流到上巷回风流中, 防止因瞬间停止上巷风机运转造成下巷里段瓦斯积聚, 减小因下巷风机停止运转和风流改向而产生的瓦斯叠加量。

3) 在贯通掘进工作面的正头安设瓦斯传感器, 准确监测贯通工作面瓦斯数据, 为贯通指挥部科学决策提供依据。

4) 透口剩余2 m时, 将21141上、下巷局部通风机自动倒台断开, 改为人工倒台, 并对21141工作面上、下巷和其他工作面风量进行测定。

5) 21141上巷、切眼、下巷除贯通调风人员以外的所有人员全部撤出, 21采区其他采掘工作面人员停止生产、撤出人员、切断电源。

6) 透口地点用综掘机切割头顶透, 透口面积为2.5 m2, 透口地点瓦斯浓度0.53%。

7) 地面指挥部综合各方面信息, 向井下指挥部下达调风命令:停止21141上巷2×37 k W风机运转, 关闭21141腰巷风门;21141下巷风机由双级运转变为单级运转, 并将21141上巷上切眼口通向21141下巷里段Φ1 000 mm风筒断开, 专供21141高位局部瓦斯抽放尾巷通风。

8) 安排测风员对21141上巷回风、21141下巷进风、其他工作面风量进行测定并向贯通指挥部汇报。

9) 当21141下巷透口面积扩到4.5 m2, 21141上巷回风流中CH4浓度0.46%, 停止21141下巷风机运转, 对21141上巷回风、21141下巷进风、其他工作面风量再次进行测量、局部微调。21141工作面风流稳定2 h后, 工作面风流方向、风量及瓦斯稳定, 贯通调风工作结束。

3 效果评价

1) 当贯通距离剩余100 m, 停止21141下巷里段掘进, 只保持21141下巷掘进工作面外段掘进。在21141下巷外段沿巷道掘进方向超前施工煤层预裂钻孔, 进行高压煤层注水, 释放煤层内的部分瓦斯, 有效降低煤体残存瓦斯含量, 避免了瓦斯超限现象发生;煤层注水后有效地释放了地应力、瓦斯压力, 降低了冲击地压强度以及发生次数;煤体内进入水分后湿润煤体, 降低粉尘产生量80%以上, 改善工人作业环境, 降低了粉尘的危害;煤体内水分增加, 延长了煤层自然发火期, 降低了自然发火危险性。灾害防治技术措施的科学实施, 实现了贯通前后无冲击地压事故的发生, 确保工作面安全准确的贯通。

2) 贯通前, 在21141下巷贯通位置施工长距离疏压钻孔2个, 其中一个疏压钻孔钻杆预留在煤壁内, 随工作面掘进及时回收钻杆, 为掘进工作面准确贯通提供科学决策依据。

3) 贯通后, 合理调节通风设施, 在工作面贯通期间风流稳定, 避免了工作面风流紊乱以及瓦斯气体叠加, 通风系统调整期间工作面回风流最大瓦斯浓度为0.56%, 高位瓦斯抽放尾巷的瓦斯浓度控制在0.4%以下, 高位钻场的瓦斯浓度为0.20%, 杜绝了瓦斯超限事故的发生。

4) 通风系统调整时间为2 h, 保证了同采区的其他工作面以及通风地点的风量符合要求, 实现了安全快速的贯通。

摘要：千秋煤矿21141煤巷掘进工作面集高瓦斯、中等冲击地压危险、煤自燃等复合灾害于一体, 灾害防治措施的关联复杂性, 大大增加了巷道贯通的难度。为此, 开展了防治冲击地压、瓦斯防治、科学贯通等技术研究并成功应用, 确保了工作面的安全贯通。

关键词：高瓦斯矿井,冲击地压,煤巷掘进,安全贯通

参考文献

[1]张周权, 吴兴荣, 陈立高.煤矿冲击矿压控制技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2008.

[2]喻晓峰.松软突出煤层水力压裂试验与抽采效果分析[J].矿业安全与环保, 2012, 39 (5) :75-76.

[3]陈建忠, 吕有厂.高压水力压裂技术在高瓦斯低透气性突出煤层中的试验研究[J].矿业安全与环保, 2012, 39 (4) :21-23.

[4]李许伟, 窦林名, 王占成, 等.工作面冲击矿压相对危险区划分的模糊层次综合评价方法[J].矿业安全与环保, 2012, 39 (1) :79-82.

篇4：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

关键词：智能建筑；技术要点；电气施工；安全防护

一、智能建筑电气施工的技术要点分析

（一）电线管道的敷设

智能化建筑电气施工安装中所用管路主要有金属管、硬塑料管、线槽、桥架等。在施工中管路一般容易出现以下问题：（1）电缆导管的弯曲半径过小。（2）绝缘导管在砌体上剔槽埋设时，其保护层厚度不足。（3）金属管不论材质一律焊跨接接地线。（4）金属桥架支架没做可靠接地。（5）桥架内电缆敷设时没有做明显标志；电缆填充率过高；电缆摆放混乱，固定点过少；电缆敷设过紧，没有留一定的余量。

针对以上情况，在施工中应该采取以下的技术措施进行应对：（1）电缆导管的弯曲半径大于或等于电缆最小允许弯曲半径，电缆的最小允许弯曲半径要符合规范要求。（2）绝缘导管在砌体上剔槽埋设时，应采用强度等级不小于M10的水泥砂浆抹面保护，保护层厚度大于15mm。（3）当非镀锌导管采用螺纹连接时，连接处的两端焊跨接接地线；当镀锌导管采用螺纹连接时，连接处的两端用专用接地卡固定跨接接地线。（4）金属电缆桥架及其支架全长应不少于2处与接地或接零干线相连接；非镀锌电缆桥架间连接板的两端跨接铜芯接地线，接地线最小允许截面积不小于4mm2；镀锌电缆桥架间连接板的两端不跨接接地线，但连接板两端不少于2个有防松螺帽或防松垫圈的连接固定螺栓。（5）电缆在桥架内敷设时，其首端、末端和分支处应设标志牌；桥架内电缆的填充率不得超过60%；电缆敷设要排列整齐，分层摆放，水平敷设的电缆，首尾两端、转弯两侧及每隔5～10m处设固定点，敷设于垂直桥架内的电缆固定点间距为：全塑型电力电缆不大于1000mm，其余电力电缆不得大于1500mm，控制电缆不得大于1000mm；电缆敷设时应留有适当的余量。

（二）灯具以及设备安装问题

在灯具和设备安装中可能会出现如下問题：（1）灯具的型号或规格与设计不相符合，产品不合格。（2）灯具位置与设计不相符和（3）设备安装位置出现偏差（4）不满足接地或接零要求。

如果出现以上问题，应该采取以下措施进行应对：（1）严格检验灯具是否合格（2）灯具安装时严格按照设计位置，排列时要考虑装修效果，与顶板装修风格相适应，吸顶灯安装时其中心要在同一水平线上，偏差不大于5mm。（3）设备安装位置与预留管线位置有偏差的，应加装保护软管，但软管长度应不大于1m。（4）当灯具距地面高度小于2.4 m时，灯具的可接近裸露导体必须接地或接零，并应有专用接地螺栓，且有标识。

（三）配电箱的安装

配电箱是接受和分配电能的表量，也是电力负荷的现场控制器。要使工程中的照明、电力、弱点等能正常工作，在电气施工过程中配电箱的安装至关重要，在安装过程中要注意：（1）配电箱的型号要严格依照设计图纸的要求，不合格的一律不予采用。（2）铁制配电箱的箱体要用厚度不小于2mm的钢板制成。（3）端子板应用大于箱内最大导线截面积2倍的矩形母线制作，但最小截面积不应小于60mm2，厚度不小于3mm。（4）箱体安装要牢固，安装配电箱时箱盖紧贴墙面，垂直度允许偏差为1.5%，底边距地面为1.5m。（5）箱体安装时保证位置正确，部件齐全，箱体开孔与导管管径适配，应用开孔器开孔。（6）截面积在10mm2及以下的单股铜芯线直接与设备、器具的端子连接，截面积在2.5mm2及以下的多股铜芯线应拧紧搪锡与设备、器具的端子连接，截面积大于2.5mm的多股铜芯线除设备自带插接式端子外，端部应拧紧、搪锡。（7）箱内接线应整齐，回路标号齐全，标识正确。

（四）开关、插座及面板的安装

在安装过程中要注意采取以下措施：（1）安装的插座面板要紧贴墙面，保证四周无缝隙，安装牢固，表面光滑整洁、无碎裂、划伤，装饰帽齐全。（2）漏电开关在安装前要逐个检查，确保漏电开关质量和动作的灵敏。（3）相同型号并列安装及同一室内开关安装高度一致，且控制有序不错位。（4）当交流、直流或不同电压等级的插座安装在同一场所时，要有明显的区别，而且必须选择不同结构、不同规格和不能互换的插座；配套的插头应按交流、直流或不同的电压等级区别使用。（5）插座接线时应符合下列规定：单相两孔插座，面对插座的右孔或上孔与相线连接，左孔或下孔与零线连接；单相三孔插座，面对插座的右孔与相线连接，左孔与零线连接；单相三孔、三相四孔及三相五孔插座的接地或接零线接在上孔。插座的接地端子不与零线端子连接。同一场所的三相插座，接线的相序一致。接地或接零线在插座间不串联连接。

（五）弱电系统的安装

弱点设备的安装是智能建筑与一般建筑电气施工的不同之处，和强电设备相比，电子、通讯等智能设备属于连续不间断工作的重要负荷，需对智能设备准确划分用电等级，采取相对应的供电措施，用以保证设备用电的可靠性和连续性。结构化综合布线时应根据不同系统、不同的传输距离选择不同的传输线缆，既要保证数据、图像等的传输质量，又不能造成浪费。在布线时要遵循EIA/TIA-568、ISO/IEC-11801国际综合布线标准等，选用最佳性价比的布线产品，根据现场世纪情况，选择最合理的布线方式。

二、智能建筑电气施工的安全防护措施

智能化建筑不同于一般的建筑，建筑中线缆密布、系统设备繁多，微电子装备复杂，而且防护能力薄弱，如果不能保证对系统的安全防护，会极大程度上影响智能建筑智能化系统的运行。为了保证智能化系统和电气设备安全正常运行，必须要采取专门、特殊的安全防护措施加以保护，智能建筑安全防护措施主要有防雷、接地、抗干扰三种保护手段。

三、防雷保护措施

要设置天线防雷措施，将天线装置建筑物顶部，必须与防雷接地装置连接在一起，而且连接点一定不要少于两处，如果天线的突出部分超过了大楼的防雷范围，要装设独立的避雷针，避雷针要与天线避雷接地装置进行可靠连接。为综合防雷，天线宜装高天线馈线系统避雷器。此外，进出建筑物的备种金属管、电缆、引入线应在进出处与大楼防雷接地装置相连；电缆进出线应在进出口处，将电源金属外皮、钢套管等与电气设备接地相连。如电缆转换成架空线，应在转换装置避雷器；对于信息系统和电源系统应该针对具体情况分级别保护。

此外，分析雷电脉冲LEMP袭击电子设备的不同途径来采取相应的综合防治措施。可采取的措施有：对系统设备实行等电位联结；实行穿金属敷线，加强屏蔽、减少感应效应；实行设备屏蔽、机房屏蔽、建筑物屏蔽；加装电子避雷器，限制侵入电子设备的雷电过电压的幅值。

四、接地保护措施

智能建筑的接地保护系统应该采用TN－S系统，该系统属于三相四线加PE线的接地系统。具体措施为：可采用独立接地，将防雷接地与直流接地和保护接地分开，主要目的是为了排除干扰源，为了安全起见，接地系统的距离一定要大于20m，而且它们的接地极与地线之间要保持绝缘，绝缘电阻应在2MΩ以上，接地电阻小于4Ω。或采取联合接地措施，将各种接地通过接地线将各种接地装置连接在一起。

五、智能建筑抗干扰保护措施

篇5：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

编制单位：通风工区编 制 人：冯编制日期：

会 杰 2005.1.8

一、概述

111106腰巷位于大湾煤矿一分区东翼111104采空区东侧，对应地面无重要建筑物及保护物，地面为陡坡地形。111106腰巷上方对应110208西采空区，111106腰巷开门127.5m为2#煤层开采解放范围，111106腰巷沿11#煤层掘进，沿走向煤层为下坡趋势，平均坡度6˚左右（见111106腰巷掘进地质说明书）。根据现有资料分析工作面掘进过程中无较大断层影响，工作面水文地质条件简单，无水患影响。

根据11＃煤层掘进工作面历史资料，预计该掘进工作面瓦斯绝对涌出量为1.8m3/min左右，选用2×30KW对旋式风机，风机采用双风机、双电源，安设于11E11#集中机巷与1500联络石门交叉点西（见通风系统及放炮设岗示意图）。

二、防突安全技术措施：

（一）防突措施

防突措施采用超前钻孔排放、边抽边掘、迎头长钻孔抽放等。

1、超前钻孔排放

用轻便型防突钻机，￠89mm钻头在巷道迎头正前方施工7个深度不小于11m的超前钻孔（此项工作在111106腰巷掘进100m时开始执行，如效果检验超标，则从超标点开始执行），超前钻孔控制到巷道前方11m以外和巷道轮廓线外4m范围（见超前排放钻孔布置图），超前钻孔施工前必须加强工作面支护。超前钻孔由施工单位施工，当班瓦检员负责监督验收。

2、边抽边掘

由于111106腰巷开门127.5m处于2#煤层开采解放范围，所以在111106腰巷开门施工100m时在巷道下帮布置1号钻场，在111106腰巷开门施工115m时在巷道上帮布置2号钻场，钻场规格：长3m、宽2.5m、高2.0~2.4米，抽放工区在每个钻场用￠65mm钻头施工7个钻孔，终孔间距为2~3m，控制到巷道轮廓线外8m范围（见111106腰巷边抽边掘钻孔设计图）。用1"铁管进行封孔，封孔深度为5m，由当班瓦检员进行监督验收。

3、迎头长钻孔抽放 掘进过程中，应力集中带、地质构造带和K1值频繁超标的地段在巷道迎头施工长度为60~100m的长钻孔5个，钻孔控制到巷道前方60~100m和巷道轮廓线外8m范围。长钻孔预抽时间按瓦斯预抽率大于30%计算确定（见迎头长钻孔抽放布置图，施工钻孔由抽放工区另行设计）。

（二）防突措施效果检验

巷道迎头用电煤钻打3个￠42mm，深为8m的效果检验孔，其中一个钻孔位于工作面中部，并平行于掘进方向，另外两个钻孔位于巷道轮廓线外4m范围，效果检验孔布置在软分层中的两个措施孔之间。

钻孔每打两米，测定一次钻屑解吸指标K1值。如果测得的K1值小于我矿采用的K1临界值0.6mL/g·min1/2时（依据我矿K1临界值研究成果以及水矿发[2004]458号批复文件意见），措施有效，反之，措施无效。措施有效的情况下，必须留有不小于2m投影孔深的超前距。通风工区根据措施和检验情况，及时下达防突措施效果检验报告单。当措施无效时，必须采取防治突出的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工。

掘进工区根据总工程师审批后的检验报告单和现场地质部门测量的控制点控制掘进距离，严禁超掘。

（三）补充防突措施

当措施无效时，必须采取大直径浅孔排放的补充防突措施：

用Ф89mm钻头施工7个长不小于11m的钻孔，钻孔控制到巷道前方11m以外和巷道轮廓线外4m范围（见补充防突措施钻孔布置图）。

实施补充防突措施并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工。

（四）安全防护措施

掘进期间采取的安全防护措施有建立压风自救系统、携带自救器、远距离放炮，放炮前停掉掘进工作面及回风系统的动力电源等。

1、建立压风自救系统

压风自救系统安设在压缩空气管路上，压风自救系统设置在距迎头25~40m的巷道内，并在巷道中每隔50m各设一组压风自救系统，每组压风自救系统可供5个人使用，压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min。

2、携带自救器

所有作业人员及放炮警戒人员警戒时必须配带自救器，并熟知自救器的使用方法。

3、远距离放炮

①放炮必须使用三级煤矿许用炸药或塑脂炸药及毫秒电雷管，毫秒电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验，以免出现瞎炮。全断面一次装药一次起爆。所有炮眼必须在炸药与封泥间充填1~2个水炮泥，炮眼封泥必须密实地装至眼口，所有不装药的眼孔必须用黄泥充填密实至孔口，充填深度不小于爆破孔深度的1.5倍。

②坚持“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。每次放炮前掘进工作面及其回风流系统必须停电撤人，并在与回风系统相通的巷道设置警戒，起爆点设在风机位置。

③放炮前，瓦检员检查工作面及回风流瓦斯浓度并汇报矿调度室和通风值班室，由通风值班室通知监测中心当班值班员观察监测屏幕上瓦斯变化情况，监测中心当班值班员做好记录。监测中心当班值班员要随时观察炮后瓦斯情况，如炮后瓦斯≥3%或放炮后30min瓦斯不能降到规定值以下，监测中心当班值班员立即打电话通知通风工区值班室，通风工区值班员通知现场瓦检员该掘进工作面停止掘进，同时汇报通风工区值班干部，值班干部立即组织人员察看现场，分析原因，采取措施，进行处理。

④放炮时撤人、设岗及停电（见通风系统及放炮设岗示意图）。1＃岗位置：11E11#集中机巷防突风门外，职责：阻止人员通过11E11#集中机巷风门；

2＃岗位置：11E中车场风门外，职责：阻止人员进入11E11#集中轨巷； 3＃岗位置：11E上车场，职责：阻止人员进入11E回风运料斜巷； 4＃岗位置：11E地车场风门外，职责：阻止人员下行进入11E回风运料斜巷；

5＃岗位置：专用回风平行调节风门西，职责：阻止人员东行通过风门。停电范围：111106腰巷、111106轨巷下段、111106机巷、11E11#集 中机巷、11E11#集中轨巷、11E回风运料斜巷、专用回风平行、专用回风上山、总回风上山。

111106腰巷、111106轨巷下段、111106机巷、11E11#集中机巷、11E11#集中轨巷动力电源由施工单位电工在风机处动力开关上切断；11E回风运料斜巷绞车电源由安检员电话通知矿调度室，矿调度室通知110208移变工停电。

⑤撤岗送电。放炮30min后，经瓦检员检查掘进头回风口与全风压风流汇合处瓦斯浓度小于0.8％时，班长电话通知安检员撤岗，安检员电话汇报调度室并派专人于入口处设临时岗，再由瓦检员．班组长．放炮员进入工作面检查瓦斯，只有瓦检员确认回风流瓦斯不超限时，安检员方可该撤除该临时岗，同时瓦检员通知电工恢复送电。

4、建立防突正反向风门

在1500联络石门以东的11E11#层集中机巷建立了一组正反向防突风门，风门墙厚为0.8m，风门板厚度为50mm，风门墙垛上的铁风筒安设有防逆流装置，通过风门墙溜子孔安设有隔挡装置，隔挡装置用厚度50mm的木板加工，放炮前，由掘进工区当班班排长负责放下，反向风门的关闭情况，溜子孔的压实堵严情况由当班瓦检员负责监督检查。

5、防尘

①坚持湿式打眼，使用好水炮泥，严禁干打眼； ②搞好个体防护，施工人员佩戴口罩；

③防尘管路必须紧跟工作面，距迎头距离不大于15米，放炮前、后及出货过程中必须进行洒水降尘。

④每隔50米掘进工区设一组水岔和闸阀，以供冲尘使用，掘进工区安排专人每天冲洗巷道；

⑤运输各专载点设一组防尘水幕，出货时进行喷雾降尘。

6、局部通风管理

①局扇必须实行“三专两闭锁”，使用前先做试验，风袋吊挂平直，局部通风机必须安排专人管理，不得出现无计划停风，有计划停风必须有专项通风安全措施，局扇因故停风，必须立即停止工作，把所有人员撤出，掘进工区电工及时查找原因，局部通风机恢复通风前，瓦检员必 须检查回风、风机及其开关附近20m范围内瓦斯情况，只有在回风瓦斯浓度小于3%且风机及其开关附近20m范围内瓦斯小于0.5%时，方可按照送风程序人工开启风机。

②风机采用双风机、双电源，安设于11E11#集中机巷与1500联络石门交叉点西，采用直径为800mm软质风筒。

8、监测监控：

T1安设于距迎头不大于5m处；T2安设于111106轨巷下段距离回风口10~15m处，T1、T2报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.3%，复电浓度<0.8%。

三、避灾

1、煤与瓦斯突出的预兆 ①有声预兆

响煤炮。有的像炒豆似的噼噼啪啪声，有的像鞭炮声，有的像机关枪连射声，有的像跑车一样的闷声、沙沙声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。

发生突出前，因压力突然增大，支架会出现嘎嘎响，煤岩壁会开裂，大钻时会喷煤、喷瓦斯等。

②无声预兆

瓦斯涌出异常，忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，有时变热。

在煤层结构构造方面的表现为：煤层层里紊乱，煤变软、变暗淡、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。

在地压方面表现为：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，打眼时垮孔，夹钻等。

2、避灾路线

正常工作，发现煤与瓦斯突出预兆及煤与瓦斯突出时，工作人员避灾路线：工作面→111106轨巷下段→11E11#集中机巷→1500联络石门→1500轨道大巷→副斜井→地面。

放炮发生煤与瓦斯突出时，工作及警戒人员只有在调度室同意时方可 撤离。

四、防突日常管理

1、放炮地点设一部直通矿调度室的电话，调度室对防突实施调度管理，其职责为：对防突头放炮实施调度指挥。

2、坚持湿式打眼，严格按照规定使用水泡泥，防尘管路紧跟工作面（距离迎头不大于15m），放炮前后迎头20m范围必须洒水降尘。运输各转载点必须安设防尘喷雾，出货时进行喷雾降尘。

3、施工单位的行政主管是该掘进头防突的第一责任者，负责安全措施的落实和实施；生产管理部负责施工单位的技术员对该掘进头防突负技术责任，负责贯彻、传达措施，检查措施的落实、实施情况。

4、当班班排长是本班现场防突负责人，其职责为：

①、放炮前，安排放炮员检查装药、联线情况；安排电工停该头和回风系统动力电源； 协同安检员布岗；

②、放炮30分钟后，确认无异常情况，随同瓦斯检查员逐步进入迎头检查瓦斯、风袋吊挂、支护等情况，只有在瓦斯浓度小于0.8％且其他一切正常后，恢复生产并将放炮情况汇报矿调度室。

5、当班职工对防突措施实施和站岗负现场责任，其职责为：按防突措施的要求进行现场施工；负责警戒，阻止人员进入警戒区域。

6、当班瓦检员，对瓦斯动态，通风情况进行现场管理；对装药、联线，防突措施的实施负督责任。职责：

1、做好“一炮三检”和“三人联锁”工作； ○

2、加强局扇供风管理，风袋脱节，破口等及时处理； ○

3、监督做好装水炮泥，装药工作。○

4、监督施工单位炮前、炮后冲尘工作。○

5、○负责对当班钻孔进尺和排放孔进尺及其排放孔质量和钻孔连接装置质量进行验收。每个钻孔或排放孔施工完，由施工负责人找当班瓦检员验收，只有瓦检员到场，钻工才能拔钻，当班瓦检员必须认真逐根数清孔内钻杆根数，并计算钻孔深度及进尺；钻孔和排放孔施工负责人，必须在验收单上填写钻场号或第几次循环，排放孔，钻孔号或排放孔号，设计长度，瓦检员填写钻杆根数，钻孔深度及进尺，然后签名；当班瓦 检员必须认真向通风值班室和矿调度室汇报打钻情况，矿调度和通风工区必须做好原始记录。

7、当班安检员对防突措施的实施、效果检验，电工停送电，通风、瓦斯管理负监督责任，带领人员现场设岗，放炮时对掘进工作面及回风系统撤人、停电，其职责为：

①、监督现场实施防突措施，效果检验；

②、监督电工做好放炮掘进头及回风系统的停送电工作；

③、当工作面出现通风风量不足，瓦斯异常等情况，安检员有权停止工作面一切工作；

④、带领站岗人员进行放炮掘进工作面及回风系统的停电、撤人工作，并交待应注意事项。

8、电工对停送电、设备失爆负施工责任，其职责为：

①、对施工掘进头的电气设备每班至少进行一次检查和维护。电气设备杜绝失爆；“三专两闭锁”装置灵敏可靠，瓦斯监测数据能准确传到调度室和通风值班室；安全管理部每周检查一次设备的防爆性能。严禁使用防爆性能不合格的电气设备；

②、按措施要求及班长安排进行放炮前的规定范围停送电工作。

9、放炮员按规定做好装药、联线、起爆工作，其职责为： ①、正向装药，不装药的眼孔按规定充填黄泥；按大串联方法进行联线工作；严禁出现明接头；

②、接到放炮命令后，进行起爆工作。

10、防突效果检验工职责为：

①、每次效果检验前，对防突措施进行一次全面检查落实，措施未落实到位，不得进行效检工作；

②、严格按操作规程和仪器说明书认真操作。

会审意见

措施名称：111106腰巷掘进工作面防突安全技术措施 会审地点：矿调度室 主持人：杨秀科 参加人员

掘进一区：

矿调度室：

地测管理部：

安全管理部：

生产管理部：

篇6：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

(一)拆除地点及原因

说明拆除安全监控装置的地点、生产单位及原因。

(二)需拆除的安全监控装置

说明需要拆除的的安全监控装置的型号、数量、安装地点等，包括防爆交换机、监控分站、瓦斯传感器、断电/馈电器、设备开停传感器、CO传感器、风速传感器、温度传感器和信号电缆、电源电缆等。

(三)拆除程序

1.现场操作时的安全确认

2.安全监控部门及配合单位的责任划分

包括安全监控部门、通风区、机电部门等。

3.拆除设备的程序

(四)其他注意事项

(五)附图

1.通风系统图

2.拆除前的安全监控装置布置示意图

附件一

瓦斯涌出量预测

(一)瓦斯涌出梯度法

参考公式:q=q参+Δh×a

式中:q一回采工作面相对瓦斯涌出量(m3/t);

q参一参考工作面(己采)相对瓦斯涌出量(m3/t);

Δh一预测工作面与参考工作面标高差(m);

a一瓦斯涌出量梯度(m3/t/m)。

(二)分源预测法

根据工作面具体条件和已采区实测资料，分别计算各种瓦斯涌出源涌出量(与采煤同时抽采的抽采量也要计入工作面瓦斯涌出量)。无实测资料的，可参考下列公式。

参考公式：Q= Q1+Q2

Q1=klkzk3(M/m)(X0-XC)

n

Q2=∑ηi(Mi/m)(X0-XC)

i=1

式中:Q一回采工作面相对瓦斯涌出量(m3/t);

Q1一开采层层相对瓦斯涌出量(m3/t);

Q2—邻近煤层相对瓦斯涌出量(m3/t);

K1—围岩瓦斯涌出系数,全部垮落法取值=1.2;

k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,取值=1/工作面回采率;

k3—掘进工作面预排瓦斯影响系数,取值=(L-2h)/L,式中：L为工作面长度,h为巷道预排瓦斯宽度;

M、m—本煤层的煤层厚度与回采高度(m);

残存瓦斯含量与原始瓦斯含量换算关系

XC —本煤层残存瓦斯含量(m3/t);

X0 —本煤层原始瓦斯含量(m3/t);

XC=0.15×X0(m3/t),(一般)。

ηi—第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率(%), ηi取实测值;若无实测值,可根据层间距、岩性、采厚、工作面面长、回采推进度、瓦斯含量、瓦斯压力等因素综合确定ηi，Mi—第i邻近煤层的煤层厚度(m);

X0i、XCi — 第i邻近煤层的原始、残存瓦斯含量(m3/t),一般

XCi =(1-ηi)×(1-ki)×k0i ,ηi为第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率,ki为第i上邻近煤层或下邻近煤层的瓦斯预抽率。

附件二

抽采系统设计

(一)瓦斯抽采管路管径的选择

参照公式：管径D=0.1457(Q/v)l/2 式中:Q—管道内抽采混合气体流量(m3/min)Ⅴ一管道内气体流速(m/s)

(二)瓦斯抽采泵的选择

参照公式：Q泵=(QMax×K)/(C×η)

式中: Q泵—抽采泵的额定流量(m3/min)

QMax—最大抽采瓦斯纯量(m3/min)

K—瓦斯综合抽采系数

C—抽采泵入口处瓦斯浓度(%)

η—抽采泵的机械效率

参照公式:H泵=(H总+H孔+H正)×K

式中: H泵—抽采泵的压力(Pa)

H总—抽采管路总阻力损失(Pa)(包括直管阻力损失H直和局部阻力损失,局部阻力损失依据管路安装条件取经验值)

H孔—抽采孔口所需负压(取值不低于O.015MPa)

H正—采放泵出口正压

K—抽采备用系数

参照公式: H直=9.8×(L×Q2×Δ)/(K0×D5)

式中: H直——直管阻力损失

L——下抽采直管长度(m)

Q——抽采管内瓦斯流量(m3/h)

Δ——含瓦斯混合气体对空气的相对密度

K0——综合系数

篇7：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

简述

1、五号分站电源380V来自2143机巷和采面刮板机及采面煤电钻总馈D220-2-1(KBD9-430/Ⅱ)的进线端；且D220-2-1的电来自采区变电硐室D220-2(BKD9-430/Ⅰ)总馈的输出端；D220-2((BKD9-430/Ⅰ)的电来自D220采区大总馈[KBZ2-630/1143(Y)]的出线端；且D220采区大总馈KBZ2-630/1143(Y)的电来自B2029（KSJ-315/6）变压器低压端380V；B2029（KSJ-315/6）变压器的电来自2022高压开关(PBGZ-6)出线端6000V。

2、六号分站电源380V来自2140风巷风机及探水钻

D221-1-2(KBD9-430/Ⅱ)总馈的进线端；D221-1-2的电来自采区变配电硐室D221-1(BKD9-430/Ⅱ)的输出端；D221-1的电来自采区变配电硐室D221B(KBD9-430/Ⅱ)或D221A(BKD9-430/Ⅰ)总馈的输出端；D221B或D221A的电来自采区变配电硐B221(KSJ-200/6)室采区变压器的低压端380V；B221(KSJ-200/6)的电来自2021高压开关(PBGZ-6)出线端6000V。

3、2140风巷掘进工作面所安的监控设备有工作面瓦斯传感器、2140风巷掘进工作面回风流瓦斯传感器、2140风巷掘进工作面探水钻瓦斯电闭锁远动开关、2140风巷掘进工作面探水钻开停传感器、2140风巷掘进工作面局扇开停传感器、2140风巷联眼风门传感器，及其它采掘工作面所安传感器和瓦斯电闭锁设备的详细和具体情况，见“2140风巷掘进工作面监控系统图”。

篇8：掘进工作面安全监控安全技术措施要点

关键词：巷道支护,煤矿掘进,安全预防

1 煤矿掘进巷道开挖的安全性检查

煤岩层的巷道掘进作业, 对围岩具有破坏性的影响, 当施加于围岩的原始应力大于岩体本身的屈服强度, 岩体将会出现塑性变性。因此, 在煤矿掘进巷道开挖之前, 有必要对支护安全进行详细检查, 以确保其支护状态:

1.1 保护巷道空间。

巷道开挖前, 原始应力从各个方向作用于岩层, 并形成岩层质点, 能够让岩层的受力处于平衡状态。但在巷道开挖后, 作用于围岩的压应力, 将会以外部介质载荷的传递方式, 反作用于外部的围岩, 使得巷道围岩位移受到抵抗, 对于巷道空间起到良好保护效果。

1.2 改变岩层受力状态。

巷道开挖后, 围岩质点将从原来的全面受力, 缩减为三面受力, 其中垂直方向约束作用力解除, 岩层的受力状态也会随之改变, 双轴应力逐渐转换成单轴压应力。一般情况下, 单轴的围岩抗压强度不大, 因此围岩的集中应力会分散到顶板岩梁, 使得岩梁梁端都出现侧向变形, 至于顶板岩石, 则会在上端岩层载荷影响下, 产生塑性弯曲变形。在岩层受力状态改变过程中, 垂直方向的侧向变形, 使得岩层弯曲下沉现象更为明显, 甚至会破坏周边区域, 导致整个顶板出现严重的离层。

1.3 其他破坏性特征。

一方面针对顶板的分层现象, 在围岩强度较低的位置, 可能会随着复合顶板的破坏, 而出现局部小区段剪切性受损, 从而促使承载力集中在梁端的岩体之上, 严重时导致片帮事故发生。另一方面是薄弱岩层受到顶板围岩破坏的影响, 松动的区域以较慢的速度蔓延, 如果顶板下沉速度加快, 两帮就会受到较大的冲击力, 从而产生冒顶事故和片帮事故。

2 煤矿巷道开挖支护的安全性预防措施

煤矿掘进巷道在开掘后, 巷道会产生较大的变形, 对于支护工作来说, 存在一定的技术性难度, 尤其是采用单一支护方式的巷道, 迫切需求结合其他支护方式, 以便提高支护的安全性预防水平。

2.1 锚带网加架棚联合支护

锚带网加架棚联合支护是刚性支护与锚杆支护的联合性的支护方式, 这种类型的支护方式, 主要应用于巷道开挖之前, 秉着“先让后强”的作业原则, 即先采用锚带网支护的方式将巷道的围岩补强, 将巷道的变形量有效的控制在一定的范围内。在巷道初期变形量达到规定程度后, 先利用架棚支护变形位置, 架棚需要设置于两钢带中间, 在联合刚性支护技术, 为围岩创造阻力性的支护条件, 这样就能够全方位控制巷道的变形量。

2.2 二次锚网喷支护方式

这种支护方式, 主要是在初喷后, 保持与支护点一定的距离, 在进行挂网和锚网。对于二次锚网喷支护技术的应用, 需要综合掌握围岩的具体情况, 再根据巷道设计的服务年限, 选择一次性支护挂网或者不挂网。在此, 笔者建议围岩封闭时可采用喷浆的方式, 因为这种方式能够有效缩小围岩暴露面积, 借助喷体和锚杆的共同作用, 对巷道围岩松动位置进行加固, 同时提供足够的压力释放空间, 至于锚网喷支护方式, 则可用于二次补强。

2.3 锚网喷加U型棚联合支护方式

锚网喷具有一定的技术优势, 可以将巷道围岩形成封闭性的加固拱, 而在此基础上, 借助U型棚联合支护, 能够起到围岩的刚性支护作用, 后者具有明显的让压作用, 经常用于变形的巷道的二次补强。在支护过程中, 如果发现较深埋深的围岩, 则要考虑围岩容易破碎的问题, 为避免巷道出现塑性流变, 以及受到底鼓岩石的影响, 利用环型全封闭的钢棚, 利用锚杆和钢板护底, 为底部钢棚提供足够的支撑力, 就能够有效规避围岩变形问题的出现。

2.4 其他支护方式

一方面是锚带网加锚索联合支护的方式, 适用于复合顶板巷道, 用于加到这种类型巷道的围岩, 具体的支护方法是借助锚索或者锚索梁, 一端锚固加固拱, 另外一端锚固岩石层, 锚索将悬吊的支护方式, 提供良好的支护高应力。另一方面是围岩加固加锚网喷支护方式, 在一些处于围岩比较容易破碎的巷道, 可以先采用对其围岩进行锚注或用的高分子材料加固的方式提高围岩的整体性和围岩强度, 然后再采用锚带网或是锚网喷等支护方式对巷道的围岩进行再次加固, 最终提高支护的整体效果。

3 结语

随着煤矿井开采深度的不断深入, 井下的煤矿巷道的地应力环境就越高, 特别是在活动比较强烈的地质区域, 井下的巷道支护稳定性面临着更加严峻的挑战。因此, 做好巷道的支护安全和预防措施工作对保证深部煤矿掘进工作安全有很重要的作用。通过以上支护方式, 可以有效控制围岩的松动圈发生扩大, 实现对巷道的初步控制, 待继续开挖后围岩受到的应力就会达到初期平衡, 这时候再提供支护阻力, 则可以有效达到控制巷道围岩变形的目的。

参考文献

[1]章荣辉.巷道支护方式选择与顶板事预防的研究[J].企业技术开发, 2013 (03) :23.

[2]张东明.高应力软岩下矿井巷道支护[J].中国矿业, 2010 (5) :14.

篇9：岩石巷道安全快速掘进技术探析

摘要:针对硬岩巷道安全快速掘进施工问题,探讨了有关目前实现坚硬岩石巷道安全快速掘进需要解决的技术问题,重点探讨了硬岩爆破新型高威力安全炸药与相关爆破专家系统的研究方向,可供相关科技工作者参考借鉴。

关键词:岩巷 安全 快速 掘进

0 引言

随着我国工业化水平逐步提高,能源的需求量日益增加,而80%的能源来自煤炭。岩巷工程是煤炭工业发展的基石,也是企业可持续发展战略的要项工作[1]。岩巷快速掘进是矿井水平、采区、采场“三大接替”顺利进行的根本保证。岩石巷道施工时,如果巷道断面大,完整坚硬(f>12),前方构造透明度低,势必影响掘进速度,进而影响煤炭高产高效。为了实现岩巷掘进速度的提高,满足日益增长的煤炭需求,本文对现有的有关岩巷掘进的装备、技术等发展方向进行了初步总结和分析。

1 快速掘进机械配置

在岩石巷道掘进施工时,要根据巷道掘进时巷道运输、通风、排水、通讯、电力、高压风水管路、工人上下班及施工管理等具体情况,对机械配置、运输方式的选择、钻爆作业、运输装碴作业、锚喷支护作业及机械车辆方案进行合理调配,满足施工需求[2]。

1.1 改进设备装备,提高机械化作业水平:机械设备要保证现场操作安全,提高掘进效率,降低劳动强度,而且巷道成型要好。

1.2 合理布置装运碴作业线:所选择的装碴机械必须具备装碴效率高,性能稳定,坚实耐用的特点。机车和矿车应统一考虑,选择大容量矿车必然要选择大功率机车,二者必须匹配。还要考虑线路铺设质量和装运碴设备数量等因素。

1.3 改进施工工艺,实现掘喷平行作业:掘喷平行作业能有效缩短循环时间,有利于采用合理中深孔爆破,进行大循环作业,大大提高掘进速度。

1.4 采用科学的施工组织和管理方法:组织正规循环作业和多工序平行交叉作业,严格执行一系列行之有效的管理制度,提高职工的业务素养,确保机械设备的正规使用和爆破技术的严格执行。

2 超前地质探测技术研究

可靠准确的巷道超前探测技术是巷道掘进安全保障。多年来,世界各主要采煤国都投入了大量的人力物力对该技术进行技术攻关,并取得了许多成果。但总的来说,对煤层巷道掘进过程中所遇到的小构造问题探测与分辨效果不太理想,因此必须进行更加深入细致的探测技术手段研究。

目前国内外在煤矿地质探测方面除地质理论预测和巷道、钻探勘探技术外,主要采用矿井工程物探技术进行,其方法手段有矿井震波法和矿井工程电法预测。但是由于矿井地质条件的复杂性和地下介质的多样性与不均匀性,目前国内外还没有一个完全可靠的超前探测预测技术。我国矿井地质工作虽然有了一定的装备,但与采煤技术相比,在该领域的研究尚存在如下三个方面的技术问题:①受井下干扰因素影响,单一方法探测结果存在较大的误差;②落差小于煤层厚度的断层控制程度不足;③各种探测手段对于不同的矿井各有侧重;④煤岩层的差异对于探测方法具有二重性,既是探测前提又是制约因素。因此,采用多种方法的综合物探技术进行地质构造探测将会对岩石巷道安全快速掘进施工发挥关键性作用,是今后煤矿地质探测技术的发展新方向[3]。

3 新型爆破炸药与爆破专家系统研制

我国《煤矿安全规程》规定,在具有沼气(CH4)爆炸危险的矿井,只容许采用三级煤矿许用炸药进行爆破作业。对于软岩和煤,采用三级煤矿许用炸药能够满足爆破破碎的需求,但是对于中硬以上(一般f>6)的岩石,现有的三级煤矿爆破破岩效果显得不尽如人意。大量的生产实践证明,对中硬岩石,采用三级煤矿许用炸药,爆破的炮孔利用率低,岩巷掘进效率低下,不能满足煤矿建设和煤炭高效开采的需要。因此,研制适应中硬岩以及硬岩巷道掘进的高威力煤矿炸药和适合高能安全炸药的可靠的起爆器材是巷道掘进技术的一大发展方向。所研制的高威力炸药既要具有更高的爆炸能量水平又要具有足够高的沼气安全性,两者必须兼顾。

目前,现场岩巷掘进光面爆破施工作业图表和爆破设计说明书的编制还都是手工作业,误差大、速度慢、强度高。并且多数情况下是一套说明书、一套炮眼布置图和爆破参数表使用一条巷道,不能紧跟工作面岩石性能、炮孔深度等的变化而迅速调整更新,也就很难真正做到合理指导施工。特别是中深孔、深孔控制爆破技术方面专家系统的研究尚没有现成的资料。因此,研制一套完整的适用于不同巷道断面、不同岩性、不同炸药、不同炮孔深度和炮孔直径等施工条件下爆破施工设计说明书(包括爆破图表、爆破参数和相关的安全技术措施等)对现场爆破作业具重大现场指导意义[4,5]。

4 岩巷道掘进围岩有害气体监测技术

根据现场实践,一般情况下岩石掘进施工中瓦斯涌出量很少,但是如果岩石局部裂隙与上下煤层贯通、或有溶洞,掘进时也会到瓦斯有害气体的突然喷出现象。另外,岩石中如果存在有机质含量高的炭质夹层,掘进中可能产生甲烷或着其他重烃。这就需要在快速掘进的同时配套瓦斯等有害气体的监测监控。一要研究岩巷快速掘进时地质构造区域瓦斯等有害气体异常涌出规律及监测技术;二要建立岩巷快速掘进至地质构造区域异常瓦斯灾害防治技术体系。力保岩巷快速掘进监测监控的安全有效,保障岩巷掘进安全快速。

5 结论

岩巷快速掘进是矿井水平、采区、采场“三大接替”的根本保证,要解决岩巷安全快速掘进问题,除了要合理配置岩巷掘进机械和加强施工管理外,深入研究超前地质探测技术、针对硬岩的新型高威力安全炸药与爆破专家系统、快速掘进围岩有害气体监测监控技术。

参考文献:

[1]时召林.谈谈淮南矿区岩巷快速掘进[J].科技信息,2008,17: 305.

[2]牛庆长.长大隧道快速掘进机械配置[J].山西建筑.200834(16): 346~347.

[3]田劼,韩光,吴钰晶.矿井独头巷道掘进超前探测技术现状[J].煤炭科学技术.2006,34(8):17~19.

[4]陈士海.岩巷快速掘进爆破技术.工程爆破.1998.4(3):23~25.

篇10：煤矿巷道掘进贯通安全技术措施

一．编制目的为防止二盘区运输巷与旧巷贯通时发生瓦斯、水、火等灾害。特编制本安全技术措施。

二．贯通时间

按照设计掘进进度，预计贯通时间为2012年2月25日晚班，但是在实际掘进过程中，由于人员、设备或其它情况无法正确估计，预计贯通时间与实际贯通时间可能不符，但不论贯通时间提前或推后，贯通时都按照该措施执行。

三．参与贯通管理的人员职责

一．跟班矿领导工作职责

1负责此次贯通工作井下现场工作安排和现场安全管理，在贯通作业时与当班班长在贯通地点观察顶板和矿压情况，贯通作业中顶板出现冒顶危险和其它可能危及工作人员安全的情况时，及时果断的制定安全处理措施或下达撤离工作现场的命令。

2指导、监督贯通作业人员的现场工作，及时制止贯通工作中的各类违章作业、违反劳动纪律情况，杜绝安全生产隐患的出现。

3在贯通作业中出现不曾料及的情况或措施中没有健全的问题时，在有确凿把握的情况下，根据工作地点现场情况，布置、安排现场工作，完善安全措施。

4严格执行本安全技术措施规定，不得违章指挥。

5提前将贯通所需的各类物资安排人员运输到作业地点，保证贯通时所必须的支护材料、构筑通风设施的材料或其它安全物资。

二.班长职责

1.在跟班矿领导的指挥下，履行自己的组织、指挥、协调、处理职责。组织好贯通作业中必须的人力；指挥本班的贯通工作；协调、处理好各项工作关系，保证贯通工作顺利开展。

2.在贯通作业时与跟班矿领导在贯通地点观察顶板，贯通作业中出现顶板冒顶预兆或其它可能危及工作人员安全的情况时，及时果断的采取防治措施或下达撤离工作现场的命令。

3.自己不违章指挥他人，杜绝他人违章作业、违反劳动纪律。同时具有危险情况及时组织本班人员紧急撤离和拒绝他人违章指挥的权力。

4.积极配合值班领导搞好本班的安全生产工作。

5.严格执行本安全技术措施。

三.井下电钳工职责

1.在跟班矿领导的指挥下，对本班的机电管理工作负责，认真执行机电工操作规程，杜绝违章作业。

2.负责井下机电设备的正常运行，听从值班领导安排，积极完成值班领导布置的各项工作任务。

3.认真检查局部通风机及检测系统的运行情况，确保监测监控设施设备和通讯系统的正常运作。

4.严格执行本安全技术措施。

四.瓦斯员职责

1.负责本班的瓦斯检测、通风管理、瓦斯报警处置工作，严禁瓦斯超限作业，对本班的瓦斯检测工作负全责。

2.在贯通作业时，与通风技术员保持紧密联系，听从通风技术员的工作安排，保证贯通地点瓦斯、二氧化碳和其它有害气体的浓度符合规定。

3.积极完成矿领导布置的通风管理、瓦斯检测或其它工作任务。

4.负责构筑通风设施时的工程质量监管工作。

5.严格执行本安全技术措施。

五.技术员职责

1.及时掌握联络巷的掘进情况，在距贯通5m前，书面通知跟班矿领导和掘进相关人员做好贯通前的准备工作，并停止掘进作业工作，撤出作业人员。启封旧巷与回风巷的密闭。

2.由跟班矿领导、队长、班长、瓦斯监测员进入启封巷内进行观察顶板及气体检查。并做好贯通点记录。

3.及时修补贯通安全技术措施，并报技术负责人审批。

六.通风技术员职责

1.预先测定矿井各地点风量，掌握贯通前风量，预算贯通后风量及布置通风路线。

2.计划贯通时构筑通风设施的各种材料，并将计划结果书面告知矿领导，由队长安排预先运输到所需地点。

3.贯通后及时根据贯通地点的瓦斯涌出和风速情况，结合《煤矿安全规程》有关于通风管理的规定，调整巷道风速和准确分配各地点的风量。

七．现场施工人员工作职责

1.在跟班矿领导、队长、班长的指挥领导下，负责贯通工作，严格按照安全技术措施实施贯通作业。

2.服从当班领导安排，积极完成值班领导布置的各项工作任务。

3.杜绝自身的违章作业行为，有权拒绝矿领导的违章指挥。

4.严格执行本安全技术措施。

四、贯通措施

（一）巷道贯通前的安全技术措施

1.掘进技术员：掘进技术员向矿技术负责人报告，并做好地质测量工作，掌握好贯通巷道附近及贯通地点的地质构造，顶底板稳固性和水文地质等情况。同时要通知掘进队。

2.技术科应做好正常通风工作，保证两端的巷道内不积存瓦斯，并做好贯通时调整风流的准备工作。绘制贯通巷道两端附近的通风系统图，图上标明风流方向，风量和瓦斯涌出量。明确贯通时调整风流设施的位置、数量及要求，并做好布置有关人员的准备施工等工作。在停止工作的工作面巷道口设置栅栏和警标，保持风筒完好及正常通风，经常检查工作面和回风流中瓦斯浓度，保证瓦斯不超限，瓦斯超限时必须立即处理。

（二）贯通时的通风管理

1.在贯通前一班，技术员指定需要构筑通风设施的地点，由矿领导安排人员在需要构筑通风设施的地点构筑好通风设施，在未正式贯通前，通风设施处于开启状态；

2.贯通时，应逐渐扩大贯通地点的巷道断面，同时，在没有做通风调整之前，不得关闭掘进头的局部通风机；

3．瓦斯员在贯通地点及其贯通两巷道间检查瓦斯情况，通风技术员用风表测定风量和掌握风流方向，确定风流方向确实向贯通地点流动，且风速、风量能将贯通地点的瓦斯稀释到安全浓度，贯通巷道瓦斯小于0.5％，并至少保持10分钟。

7.在贯通时，应预先电话通知采煤工作面瓦斯检查员做好瓦斯检测工作，通风、瓦斯情况有较大变化应及时取得联系，制定措施进行处理；

8.通风路线的调整

1.贯通前的通风路线：掘进工作面—总回风—风井

2.贯通后的通风路线：1掘进工作面—联络巷—区段回风巷—总回风 —风井

3.为保证掘进工作面的风量需适量调整局部通风机的风量。

（三）贯通时的支护管理及灾害观测

1.严格执行敲帮问顶制度。贯通地点的作业人员必须随时用手镐敲击作业地点顶板，声音清脆说明顶板状况良好，如有空声音说明顶板离层，必须及时做支护处理或将离层顶板用手镐挖下，防止矸石冒落砸伤作业人员。

2.观测贯通地点和其他地点有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、顶板来压、淋水加大、有臭味等透水预兆时，应当立即停止作业，报告调度室，撤出人员，在原因未查清、隐患未排除前，不得进行任何采掘活动。

（四）贯通后的支护