带压掘进安全技术措施

带压掘进安全技术措施（共10篇）

带压掘进安全技术措施 篇1

郑煤集团赵家寨煤矿安全技术措施

1065回风巷掘进施工

安全技术措施

一、工程概况：

根据生产安排，由掘一队施工1065回风巷，工程量从该巷道185米往下90米，沿16#煤层底板掘进（半煤岩和煤）。为保证施工期间的安全，特制定如下安全技术措施。

二、技术要求： 1、1065回风巷开口位置位于回5点向下，开口坐标X=3810083.958，Y=38466096.281，Z=-91.012（底），方位角为96°，施工坡度-10°左右。

2、采用11#工字钢支护，净断面7.5㎡,下净宽3600mm，净高2200mm，棚距为800mm（中－中），柱窝深度200mm。采用椽子、金属网背帮背顶支护，椽子规格1000mm×Ф60mm（长×直径），间距为300mm，严格按“二抬一”打设。

三、开口方法及施工工艺：

1、开口前准备工作

1、总工办必须标定开口中心位置以及中线，施工队要严格按标定的中线施工。

2、开口前通风队及时安装一组专用风机，开口5米后要及时延伸风筒至施工地点，确保风筒出风口距迎头距离符合要求（不小于5m），任何人不准私自掐开风筒，风筒吊挂要求平、直、稳、无死弯，逢环必挂，郑煤集团赵家寨煤矿安全技术措施

风筒不得落地。

3、开口前必须在开口处安装皮带过桥，要求过桥必须牢固可靠，对开口处的电缆、信号线以及皮带进行保护。

4、开口前，施工队必须将施工地点附近10m范围内的杂物清理干净，确保退路畅通。

5、开口前，施工队要准备足够的防冒顶材料：铁钎子不少于20根、坑木不少于20根、小径木不少于50根、钎椽板不少于50块、荆芭不少于5捆等，分类整齐地码放在距施工地点20m的范围内，以备急用。

2、开口施工方法

1065回风巷开口采用钻眼爆破法施工，开口前5m范围内，采用放小炮配合风镐、手镐掘进；开口施工5m后转入正常爆破掘进（后附爆破图表）

3、施工方法及工艺

1、采用炮掘落岩、人工架棚、溜子运输的施工方法。具体工艺流程为：交接班→敲帮问顶→校中、腰线→打炮眼→装药→喷雾洒尘→放炮→喷雾洒尘→敲帮问顶→临时支护→出碴→刷帮清挖柱窝→永久支护→验收工程。

2、施工5米后严格按照炮眼布置图打眼、控制装药量。

3、爆破后，配以风镐刷大，直至达到设计尺寸。

4、架棚前在所要架设的支架梁和柱腿上用粉笔分别标出梁中线、梁腿搭接位置及腰线的标识，方可架设支架，严格按照总工办标定的中、腰线施工。

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架无歪旋、无前倾后仰现象。

5、支架迎山有力，柱窝要实，支架不准悬空或站在浮矸上。

6、严禁空顶作业，要求最大控顶距不超过1.8米，若出现空顶，必须及时装填，防止空顶范围扩大，造成冒顶事故。

2、放炮安全措施:

1、爆破作业要求采用安全等级不低于三级的煤矿许用安全炸药、煤矿许用毫秒延期电雷管、电容式放炮器起爆，严禁一次装药分次放炮。

2、施工人员要按照爆破图表的要求进行打眼、装药、爆破，根据煤/岩的软硬程度及实际情况，施工人员可对爆破参数做出相应的调整。

3、装药可由班组长协助放炮员操作，联线、起爆必须由放炮员亲自操作，其他闲杂人员不得干预。

4、装药及放炮前，瓦检工必须检查瓦斯，如果放炮地点附近20m以内的瓦斯浓度达0.8%时，严禁放炮。对封泥不足的炮眼，严禁放炮；严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封孔。

5、放炮后，待工作面炮烟吹散，放炮员、瓦检工、班组长必须先巡视放炮地点，检查通风、瓦斯、顶板、支架、瞎炮、残爆等情况，若有险情必须及时处理。

6、必须在防爆风门外设一个把口处，要求把口人员必须有放炮把口工证，严防闲杂人员误入警戒区。

7、放炮期间严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。

3、通风和瓦斯管理

1、通风队必须指派专职瓦斯工检查巷道内的瓦斯浓度，瓦检工于施工地点附近巡回检查，做好瓦检工作，保证迎头有足够的风量，严禁无

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带压掘进安全技术措施 篇2

关键词：泥水盾构,泥膜,带压进仓,安全措施

盾构掘进过程中，由于刀具磨损、结泥饼等情况影响正常掘进，必须进入土仓进行处理。一般在隧道联络通道处进行开仓检修时实施。但由于一些不可预见的因素，盾构掘进过程中有可能出现突发性开仓检修的情况，遇到软弱地层，且地面环境无条件进行土体加固和开挖竖井，必须选择带压进仓作业。本文通过介绍广州轨道交通三号线北延段三菱泥水盾构带压进仓所采取的保压技术和进仓安全措施，有效控制风险，确保施工安全。

1 工程概况

1.1 施工情况

广州轨道交通三号线北延段出龙归站沿106国道向北行进，穿过沙坑涌、北二环高速公路、泥坑涌、流溪河后到人和站。本区间为龙归-人和区间的第二段盾构施工段，掘进长度为1 751.17m。区间穿越的地层主要有砂层、粘土层及风化岩层等，采用泥水平衡盾构法、日本三菱盾构进行施工。右线盾构原计划进仓换刀为367环(掘进550.5m)处，盾构掘进至342环(513m)时，由于左线盾构在前方30m处停机进仓，且确定刀盘刀具磨损严重，为了保证两台盾构拉开一定距离，又不耽误工期要求，决定在此处进行气压进仓更换刀具。

1.2 工程地质情况

停机时盾构处于上软下硬复合性地层中，埋深为10m，地下水位在3.5m位置处。盾构正处106国道正下方，上方车流较大，此种地质条件下的换刀是一个比较棘手的问题，直接进仓会造成开挖面的坍塌，引起地面沉降;同时地面没有条件进行加固处理，在此种情况下决定采用气压进仓，保持开挖面土体稳定和气压稳定是气压开舱的关键因素，在开挖面形成泥膜对防止气体泄露和维持开挖面土体稳定，确保进舱作业人员人身安全和施工的顺利进行。

2 泥膜保压和安全技术措施

2.1 气压泥膜施工

气压作业的原理是利用压缩空气注入开挖面，利用气压来平衡开挖面的水土压力，阻止地下水渗入开挖面，维持开挖面的稳定，给作业人员安全进入盾构土仓提供条件。在制作泥膜前要对盾尾漏气进行封堵，采取在盾体顶部注浆孔向盾体与围岩空隙中注入聚氨酯的措施，以隔断土仓与盾尾通道。

2.1.1 泥膜制作

在开挖面形成泥膜对防止气体泄露和维持开挖面土体稳定是气压开舱的关键因素，泥膜是泥浆在开挖面形成的一种隔膜，可使泥浆与外界的土体隔离开来，在气压开舱作业前能在开挖面形成优质的泥膜，能有效地防止气体泄露、压力稳定，使土舱内气体与外界的水土压力通过泥膜维持平衡。

本次施工采用梯级泥浆压力和不同等级性能的泥浆进行泥膜制作，目的是增加泥浆的渗透量，使泥浆的颗粒尽量多、远的渗入土层，形成较厚的泥膜。

2.1.2 进仓检测

施工人员进仓前必须通过试验检测带压状态下前方土体的稳定性，以及气体的泄露量，以确定是否可以进仓。

2.1.3 保压试验

土仓排浆之后，保持P1工作压状态持续24h，通过观察气压的变化情况、保压试验前后土样情况和监测地面沉降情况，来判定切口面是否稳定，从而确定是否具备进仓条件，具体流程如图1。

在保压过程中记录每次空压机加载起动时间，然后计算前后两次补气起动的间隔时间。通过每次空压机补气时间间隔变化可以判断土仓是否气体泄漏情况。如果保压试验过程中空压机每次补气间隔时间趋于一稳定值，则说明气体泄漏通道已全面贯通，土仓气压可基本保持平稳。

记录保压期土仓内气压的变化情况，如果土仓内气压可保持一稳定值，则说明在空压机补气状态下可基本维持工作压力，达到进舱工作的压力要求。

在保压之前和保压之后，分别进行了两次从较高压P降到工作压P1的无补气降压试验，目的是了解保压前后气体泄漏情况。从而判断泥膜在空舱状态下，经过24h后的龟裂情况，再确定是否在换刀进程中重新成泥膜。

保压完毕后，进行再次洗仓，通过黑旋风(碴浆分离器)分离出的碴土多少判定是否有土体坍塌，从而可以判断掌子面是否稳定。

在地面盾构切口环位置进行全天24h监测，通过监测数据判断掌子面是否稳定。如果地面降沉与隆起在3cm范围，则可认为掌子面可基本保持稳定。

2.2 气体检测

在地下工程施工时，可能存在可燃性气体(主要是甲烷气体)、缺氧空气、毒气(硫化氢、二氧化碳)等土中有害气体。土中有害气体造成的事故常有发生：如可燃性气体造成的爆炸事故;缺氧气体造成的缺氧事故;毒性气体造成的中毒事故。这类事故一旦发生，对作业人员的生命直接构成威胁。因此对土建工程盾构开仓前对土仓内易燃易爆有毒气体进行检测，以确保盾构开仓施工的环境安全。为了保障施工人员的安全，广州市地下铁道总公司委托广东建科建筑工程质量检测中心为广州市轨道交通土建工程盾构开仓前对土仓进行易燃易爆有毒气体进行检测，并当场出具临时检测报告。为了更好地对易燃易爆有毒气体全面监控，广州地铁总公司要求承包商配备足够毒气检测仪，开仓期间，全天候对仓内作业环境进行有效检测。表1为各气体纯度最高限值。

2.3 仓内排气及换气

为了确保人员在仓内安全，无论有无缺氧的可能性，所准备的换气用排气管必须能确保充分换气。如果采用传统的换气方法，即“打开排气阀排气，当管内气压下降时关闭排气阀，一直等到管内气压上升，重复该操作数次”，则管内的气压也会随操作次数而增减数次。因此，采用传统的换气方法容易产生空气倒流，必须采取“在规定的时间内一直打开排气阀”的方法来换气，根据压力表的数据反映情况，及时补充新鲜空气(图2)，其作用： (1) 保持土仓内额定压力，预防仓内土体塌方，地下水涌出等不安全因素; (2) 及时带走作业人员排放的二氧化碳、仓内废气以及高温，改善作业环境有利于作业人员体力的保持。

2.4 个体防护

加强个体防护，有利于加强个体防护，有利于在突发事件时，缓冲环境对作业人员的伤害，增加救援时间。

1)进舱人员衣服穿上全棉的防护服，不准穿用化纤织品及皮毛衣物，以防摩擦而产生静电火花。

2)在进入舱内的人员，每人分别随身携带复合式防毒面具和定量氧立得。

3)每人携带安全带，当气仓和土仓打通后，首先进入土仓作业人员戴好安全带，做到高挂低用，协助人员则在气仓与土仓掌子面上做好监督保护。

4)由于仓内温度较高，作业人员出汗比较多，所以，配备些盐水放入仓内以备人员及时补充盐分。

2.5 应急管理

针对在开仓过程中地面和仓内可能出现的安全问题，成立应急小组并制定应急措施和应急预案。

1)成立开仓作业应急领导小组。

2)开仓过程中可能出现地面塌陷、仓内火灾、作业人员身体不适等情况分别编制应急措施。

3)隧道掘进前对可能出现的应急事件组织应急演练，完善应急预案，让相关人员熟悉应急措施。

4)开仓前，联系两家有应急抢救能力的医院，做好抢救准备。

2.6 管理控制措施

每次进仓作业前，严格履行开仓审批手续，在各项准备工作到位后，符合开仓条件，由项目经理签字确认，提交项目总监审批，进行开仓。作业过程要求项目总工到场，监理全程旁站，对各项数据详细记录，作业结束完成开仓程序确认表的闭合工作。

3 结束语

经广州地铁三号线北延段的三菱盾构带压进仓作业实践总结，在软弱地层中的盾构掘进，出现突发性开仓的情况，泥水盾构有较好地应对能力。通过制作泥膜，稳定开挖面土体，封堵来水通道，形成较为安全的作业环境。同时，在安全保障措施方面，从气体检测、通风换气、作业防护装置、应急保障各环节都做了充分准备，有效预防和降低了带压进仓存在的风险，确保了作业安全。

参考文献

[1]陈馈.盾构带压进舱安全系统的研制[J].铁道工程学报, 2009, (3) :55-61.

[2]曹妙生.地铁盾构施工安全风险[J].建筑机械化, 2009, (7) :28-33.

松软破碎围岩掘进防冒顶技术措施 篇3

一、主要技术方案及措施

1、采取控制爆破技术。针对施工中围岩破碎情况，采用控制炮眼深度、间距，严格控制装药量（局部周边眼装药量控制1/5～1/2节），必要时增打周边空眼，采用切割预裂爆破技术，降低爆破对围岩的破坏程度。

2、采用巷道两翼及上部超前，中下部滞后的施工方法。通过采取这一措施，使中下部围岩自然抵御迎头片帮，起到了控制围岩暴露面积，缩短围岩暴露时间的作用，降低了工作面初期的支护难度，为工作面的正常支护赢得宝贵的时间。

3、采用金属锚杆超前护顶、前探梁超前支护措施，控制顶板垮落，确保施工安全。由于工作面岩性总体为孤石堆积，一旦掉落一块，必将接二连三，且静压与冲击状态对支架的受力性能差别巨大，因此，控制巷道断面以外的岩石冒落成为该技术应用的关键所在！施工中，我们采用3.5m长钻杆凿眼， 25×3m焊接管作为锚杆材料，锚杆间距视情况控制在0.25m～0.4m，排距控制在1.2m～2.0m，通过采取这一措施，使工作面的顶帮孤石均处在锚杆和支架的控制之内，有效地控制了顶板冒落，降低了岩石冒落对支架的冲击力，结合采用超前支护，保障了施工安全。

4、加强支架的整体性。在金属拱架间设置4～5根 16钢筋结合螺帽固定的拉杆，视情况补打支架间的纵向竖向支撑等，降低支架的架设难度，保证支架的架设安全，显著提升了支架的整体稳定性。

5、合理选择支护强度。原设计采用15～18kg/m钢轨拱架，其受力性能较差。经论证，采用9#矿工钢作为支架材料，矿工钢拱架连接位置根据各作业地点原始条件情况灵活选择，使矿工钢拱架在满足支护强度的前提下尽可能达到方便现场操作；此外，根据各地点巷道压力情况，适当控制棚距，并酌情增设竖撑等，棚距由原常规的1000mm调整为600～800mm，保证支架强度满足要求。

6、适时采用短掘短砌施工方法。主斜井+360交岔点及+360主平峒局部极破碎，巷道压力巨大。对此，及时组织短掘短砌施工方法，确保支护强度，避免了冒顶后患。

7、坚持一次成巷。施工地段围岩极破碎、断面大、淋水大，一次成巷施工难度极大。对于是否一次成巷施工，筹建处组织了多次的技术研讨，展开了激烈的争论，基本形成了一次成巷的共识。对于主、副斜井斜面三岔门的施工问题，采用通过绳道口开掘的方式，结合松软岩层防冒顶施工技术，实现了一次成巷施工。此后，该矿井巷工程全部实施一次成巷施工，避免了二次扩刷可能造成的冒顶隐患，减少了二次支护成本和施工难度。

8、加强现场施工安全技术管理。针对各施工段的围岩破碎情况，适时组织现场跟班技术指导，保障作业地点退路畅通，做好必要的退路、支护防范等工作，为松软破碎带岩层掘进的施工安全保驾护航。

二、取得成效

1、确保施工安全。通过采取上述措施，使所有的作业人员均能在支架及锚杆的保护下进行作业，确保了施工人员的生命安全。

2、减少冒顶工程量。刚开工时（2005年12月），在主斜井+360施工通道施工中，由于未采取以上施工技术，平均每米巷道冒顶量为2.82m3。从2006年元月份开始采取以上施工技术，延米冒顶量为0.335m3(主要是在+360主平峒距峒口83～91m处，由于断面大，围岩象孤石堆积在一起，压力大，金属拱架间距1m，支护强度不够，造成冒顶224m3)。减少冒顶量1549m3。

3、显著降低坑木耗。施工初期，由于经验不足，选择的支护间距为1m，使用18kg/m钢轨，支护强度不够，2005年2月13日在+360主平峒开口约80m处，发生长度8m的冒顶，接顶使用 14×4m 木柱267根、板皮800块，耗用坑木共计30.16m3；+360主平峒前段80m共用坑木111.52m3，延米耗用坑木1.394m3。采取防冒顶措施后延米耗用坑木0.61m3，按660m计算，节约坑木517.44m3。

4、保障施工进度。在+360上部井巷工程，设计断面主要为车场、三岔门，断面跨度大的情况下，每月平均单进达65m。

5、稳定职工队伍。在施工初期，由于未采取以上安全技术措施，对顶板冒顶控制能力差，施工安全受到严重威胁，且施工进度慢，导致个别职工产生惧怕畏缩情绪，自采取安全技术措施后，施工安全得到保障，至今为止，合同工稳定率达100%。

6、一次成巷的效果。按设计断面一次成巷，减少二次扩刷时应力加大、顶板管理难度加大而产生的冒顶。在前期的主斜井+360斜面三岔门施工中，没有一次成巷，而是采用小断面掘进后扩刷成巷，产生大冒顶，处理了一个月半。

7、节约投资成本。以上施工技术的实施，仅上列的减少冒顶工程量1549m3以及节约坑木耗517.44m3，就创造效益1549m3×220元/m3+517.44m3×650元/m3=67.72万元。

三、结束语

带压掘进安全技术措施 篇4

总工程师：

地测副总：

安全科长：

纠察科长：

生产科长：

通风科长：

地测科长：

编 制：

编制单位：

编制时间：

10-316掘进工作面探放水设计

及安全技术措施

一、概况：

10-316掘进工作面位于三采区525皮带巷前进方向右翼，西南为525皮带巷保安煤柱为界，东北为前庄村保安煤柱，东南为10-314工作面采空区。根据调查情况本工作面及周边有两座小窑采空区，一座在本工作面后部，距10-3162联巷口420米、10-3161联巷口460米；另一座在本工作面西北方向，距10-3162巷200米。由于两座小窑开采范围、积水情况不清，对安全生产构成威胁。为确保10-316工作面安全掘进，防止突水事故发生，有害气体溢出伤人，本着坚持《有疑必探，先探后掘》的原则，现制定探放水设计及安全技术措施。

二、探放水设计：

1、钻探位置及范围：

①根据矿安排10-3162巷与525轨道巷贯通，是从10-3161联巷开口反掘贯通，所以10-316联巷开口后5米开始探测。贯通期间遇岩巷不进行探测；10-3162巷正前掘进时，开始探测。

②10-3161巷开口120米后开始探测。

2、钻探设计：每次钻探长度75m，超前距为20m，终孔帮距10.5m，每次允许掘进55m。（见钻孔布置平面图及剖面图）。每次长探时先在正前以不同倾角布置2-4个钻孔进行探测，正前探测的钻孔达到设计深度，其余钻孔按原设计进行布置探测，若长探无法正常探测。采用短探，每次钻探长度10米，允许掘进5米，布置钻孔6个；煤层正常后开始长探。钻孔在平面图上呈扇型分布（见钻孔布置平面图及剖面图）。

3、钻孔设计：每次钻探采用长探结合补探进行探测，设计长探7个钻孔，钻孔在平面图上呈扇型分布；补探分别在两帮以45°角布置（详见钻孔布置平面图及剖面图）。

4、单孔设计：Φ42mm的裸孔。

5、排水路线：

10-316工作面正付巷探水点→三采区水仓→地面。

6、单孔涌水量预测：根据q=cw（2gh）1/2预测。

c—流量系数取0.6，w—钻孔断面积（m2），（Φ58mm）

g—重力加速度(m/s2)，h—出口处的水头高度取5m，q≈56.5m3/h。

7、排水设备及供电：

（1）、工作面安装两趟6寸以上的排水管路，其中一趟管路安装一台排水量不小于100m3/h能力的水泵，另一趟管路备用。

（2）、工作面的水直接排到三采区水仓，严禁二级以上排水。

（3）、队组必须安排专人负责排水管路、设备的检修、维护以及水仓的清挖工作。

（4）、排水使用专用线路，严禁与生产用电混用。

三、有关要求及安全措施

1、施工单位队长及技术员认真组织职工学习钻机的操作规程本次制定的探放水设计及安全技术措施，未经培训的人员禁止上岗作业。

2、钻机运输及安装时，施工单位队干必须跟班现场指挥。

3、钻机安装前先对钻场附近巷道维护、清理，防止片帮、掉矸伤人，确保钻场无安全隐患。

4、开钻前先检查排水系统是否完好，钻机安装是否牢固，以上工作全部合格后方可开钻探水。

5、钻探时必须严格按照制定的探放水设计及安全技术措施进行，不得随意更改设计。

6、当长探无法进行时需进行短探时，必须事先向矿汇报，由地测科下达采用短探设计通知单，分管领导批准后方可执行，否则不允许采用短探。

7、通风队安排一名专职瓦检员、信息中心在两个掘进工作面安装CH4和CO传感器对钻探附近瓦斯及有害气体浓度情况实施监测，若超过矿有关规定，立即停钻，关闭所有电源，严禁拔出钻杆，人员全部撤至525轨道巷，等待处理。

8、钻进过程中若发现孔内水压、水量增大，有顶钻等异常情况时，立即停止钻进，现场负责人立即向调度室汇报，没有明确指令，任何人不得拔出钻杆，并安排有经验的人员监视水情。若情况危急，应立即按照避灾路线有序地撤出受水威胁地区的所有人员到达指定地点。

9、钻探时科室人员跟班到现场，确定开孔位置及方位，监督把关施工质量并收集地质及水文地质资料，发现问题及时处理。

10、纠察科必须在本工作面及周边200米范围内的区域进行详细调查，查清本区域内的所有小煤窑，及时以书面形式将调查情况通知地测科，并填图。对已查清的小煤窑每三天进行一次检查，并将检查情况建立专项台帐，严禁复开。

11、探水地点，安装照明设施，专用电话一部，便于及时汇报钻探情况。

12、避灾路线：

10-316工作面正付巷探水点→525皮带巷→575大巷→地面。

附图：①钻探区域平面图（1：1000）

②钻探剖面图（1：200）

③钻孔平面布置图（1：200）

④巷道规格及孔口分布图

⑤短探钻孔平面布置图（1：200）

⑥钻探排水系统图（1：1000）

⑦钻探水灾避灾路线图（1：1000）

带压掘进安全技术措施 篇5

原十二运输顺槽与十三回风顺槽计划为1911采煤工作面，后因在推进100余米，遇到xx矿进入本矿区已采，无法按计划进行，未形成工作面。为了不浪费资源，经矿领导研究决定，新掘切眼布置工作面。具体如下：

一、施工方案：

1、从十二顺槽70m处向十三顺槽掘进切眼，方位为

10°。

2、切眼长度110m采用 梯形木棚支护，净断面规格，上净宽2.2m、下净宽2.8m、净高1.5m。使用湿松木直径不小于12cm。

3、开口处缩棚距为1m，并用构木勾顶，巷道两帮、顶板

必须背牢，4、顶板好的地段，背顶使用4块木楔。顶板破碎压力大、遇地质构造，必须使用构木勾顶，背紧打牢，并缩小棚距为1m。

二、安全制度：

1、交接班制度

① 班组长、安全瓦检员必须现场进行交接班，将本工

作面各环节情况及下一班需注意的问题交代清楚，同时汇报生产调度室。

②交接双方要做到“三不交接“：即质量不合格不交接，故障不排除不交接，问题交代不清楚不交接。

③接班者对自己盲目验收而接班后发生的问题负全部责任。

2、顶帮管理制度

①作业人员在作业前和作业过程中必须严格执行敲帮

问顶制度，随时观测顶帮情况，发现隐患及时处理。

②严禁空顶作业。

3、工程质量管理作业

①工程质量由当班安全瓦斯员监督管理，对劣质工程必须及时组织返工整改。

② 技术科中线员负责对工程质量验收评估。③ 班组长对工程质量负直接责任。④ 严格执行采掘工作面工程质量管理制度。

4、文明生产管理制度

①随时清理巷道内散落的杂物、浮煤，保持巷道的整洁卫生。

②巷道内木料、道木等备用材料分类放置，码放整齐。③管线悬挂整齐，电气设置上架挂牌。

④防尘管线合理安设使用。

三、安全技术措施

1、顶板管理措施

①严格按巷道中线施工，巷道断面规格符合设计要求，严禁超宽。

②必须实行敲帮问顶制度，对松动的煤岩块必须及时清除，如发现顶帮有活矸和片帮危险，必须先处理好再作业。

③当班队长、班长、安全瓦检员及作业人员必须经常检查顶板及两帮情况，如发现有片帮及片掉块预兆，必须及时处理。

④严禁空顶作业，空顶距符合要求，放炮后立即架设临时支护（使用金属支柱配木帽），在临时支护的掩护下，扒够一架棚棚距立即架棚。

⑤靠近工作面10m内的棚架，放炮必须进行加固，放炮崩倒、崩坏的棚架必须先进修复，之后方可进入工作面作业，修复棚架时必须先检查顶帮，并由外向里逐架进行。

⑥在掘进过程中出现冒顶必须穿顶棚时，要由有经验的老工人处理，跟班队长、安全瓦检员现场指挥，专人照明，观察顶板，架设叠棚前备足材料，人员在支架掩护下，用长把工具将松动的煤除矸掉，并架上超前探梁，严密分工配合好，专人传料、架棚，叠棚要系有安全溜绳，发现问题时，便于工作人员顺绳迅速滑到安全地点。

⑦在掘进过程中有断层，断层处顶板破碎，易离层、爆破时可增加炮眼密度，减少装药量，减轻对顶板的破坏，严格敲帮问顶，缩小棚距（0.6m），加强支护。

2、炮及火工品管理

① 执行“三人联锁放炮”制度，放炮班组长必须安排

专人（装煤工）必须在所有可能来人的通道上（安全距离外）设置警戒，警戒员未接到撤除警戒命令严禁任何人进入戒区。② 放炮及躲炮距离不小于100m（不论直巷、弯巷）。③ 严格执行火药、雷管领退制度，各班的火药、雷管

必须加锁存放，严禁乱存乱放。火药雷管不得混放混装，或、雷管应放在远离电器设备、运转设备行人少的地方。

④放炮母线不得有明接头，严禁放糊炮、空心炮、明火起爆，不得使用变质炸药和失效雷管。处理残炮、瞎炮时，严禁强掏硬扯，须在距离炮眼0.3m以外的地方另打眼放炮（与原炮眼平行）。放炮后，必须将雷管清拣干净，工人方可竟如作业，通电后距爆的，必须至少等15分钟后，方可沿线检查，严格按操作规程要求处理。

⑤炮眼封泥需用水炮泥，水泥外剩余的炮眼部分，须用炮泥充填密实，封泥长度不得小于0.5m，并做到全断面一次起爆。遇地质构造打底、放顶等情况浅眼爆破时，装药量不得大于0.1kg，且封满炮眼。

⑥防尘管路应及时接到掘进当头，并按防尘制度管理。

⑦放炮后，须班长、安全员处理好安全隐患，并打好临时支护，工人方可进入作业。

3、通风瓦斯管理

① 局扇由瓦检员专人管理，不得随意停开，正头无风

或瓦斯超限时严禁作业，撤出人员至进风 巷。主扇停风，班长、瓦检员应清点人数，并将全部人员由进风巷向外逐步后撤。

②必须装设风电闭锁、瓦斯点闭锁装置，瓦斯监控应按前述规定进行管理。

③风筒必须吊挂平直，风机逆行上架，风筒口距正头距离不得大雨5m。风筒脱节及破裂处必须及时处理，保证通风质量。风机必须按在风巷内，且应按在距全风压风口10m-15m处。④严格执行“一炮三检”制度，瓦斯员应按要求记录原始数据、“一炮三检”牌、瓦斯巡回检查牌。瓦斯浓度达1﹪时，严禁打眼，装药、放炮。放炮地点20m范围内风流中瓦斯浓度达1﹪时，严禁放炮，作业地点瓦斯浓度达1.5﹪，停止一切作业，撤出人员至进风巷，并切断工作面电源，但不能听风。

⑤对临时停风的掘进头，应设置栅栏，挂好警戒牌，禁止人员进入。

⑥因故关停局扇，必须将工作面所有人员撤至新鲜风流中，恢复送风必须先由瓦斯员排放瓦斯，待瓦斯浓度降至1﹪以下时，工人方可进入。

4、运输管理

①人工运料通过风门时，必须开一关一，严禁同时打开两道风门。

②多人合作搬运笨重设备时，班组长必须现场统一指挥，作业人员要相互配合，严防伤人，损坏设备。

③搬运物料时，要仔细观察两帮电缆、设备及运转的煤溜等，严防损坏。

④运输机司机必须由经过培训的专职人员担任，并持证上岗。开机前，必须发出开车信①号，在接到回铃信号后，方可按规定开车。电铃为：一声停、二声开、有事打乱铃不准开。

⑤煤溜搭接合理，高度不低于30cm，机尾必须加设防护罩。

⑥放炮后，装煤工作业前必须仔细检查顶帮及支护情况，妥善处理后方可进行作业。使用大铲装煤时，二人要手疾眼快，互相协调哦诶和，严防卡铲、卡绳伤人。

⑦严格使用皮带、煤溜运送物料，煤溜运转时，人员不得在机头、机尾及溜槽内行走、逗留，各部煤溜必须打好压柱，防止拉翻伤人。

5、机械设备管理

掘进工作面都应采用风电闭锁、瓦斯点闭锁，使用煤电钻及其它电器应有综合保护装置。

带压掘进安全技术措施 篇6

20100掘进工作面与空巷贯通通风安全措施

总工程师: 安全副总: 安 监 处：调度中心：地 测 科：生 产 科：机 供 科：通 风 科：编 制：审 批

20100掘进工作面与空巷贯通通风安全措施

20100掘进工作面在掘进期间，将会遇到与空巷贯通的情况，为确保过空巷时安全顺利，避免有害气体超限、财产损失和人员伤亡，特编制此措施。

一、由地测科随时探测并通报掘进工作面迎头至空巷距离，当掘进至距空巷2米时，由专职瓦斯检查员通过钻孔对空巷内部有害气体浓度及氧气浓度进行检查，如发现瓦斯浓度超过1.0%，或CO浓度高于24ppm，或氧气浓度低于18%，必须停止继续掘进，采取本专项措施排放瓦斯措施进行贯通和瓦斯排放。若通过钻孔检查各有害气体浓度不超过《煤矿安全规程》规定的数值，且氧气浓度高于18%时，由掘进队和通风队直接进行贯通和瓦斯排放。

二、贯通前掘进期间

1、风筒出口必须紧跟迎头，且吊挂平直，不得漏风。

2、每班瓦检员必须监守岗位，检查通风设施，必须携带便携式多参数气体检测仪，随时检查迎头的瓦斯等有害气体浓度，如瓦斯等有害气体出现异常或超限，立即停止一切工作，撤出人员。

3、工作面瓦斯监测探头必须靠近迎头，按规定吊挂(距迎头≤5m,距顶≤300mm,距帮≥200mm)，并保证其完好，准确监测。

4、如出现瓦斯大量涌出，且暂时无法排出，必须切断电源、将所有人员撤到安全地点，并采取措施进行处理。

三、准备贯通前

1、由现场通风科负责人员安排安全员、班组长和跟班队长清点20100工作面人数全部撤出后，对20100工作面入口设置警戒，防止人员误入。

2、排放有害气体回风系统内必须切断电源、撤出人员，停止其它工作。

3、由现场通风科负责人员安排瓦斯员、安全员在排放有害气体全风压混合处位置悬挂便携式瓦斯检测仪，连续检查瓦斯，同时瓦斯员用光学瓦检仪根据指令检查该处瓦斯。

4、完成警戒和监测点布置后，现场负责人与调度室联系，确认受影响的地点完成断电撤人及警戒后，经调度允许方可准备贯通。

5、贯通时，必须有通风科、通风队干部、矿带班领导现场指挥才能进行贯通作业。

四、贯通后排放瓦斯

根据空巷内有害气体浓度确定排放瓦斯的方式，若被贯通巷道内瓦斯浓度小于3%，CO浓度小于24ppm，氧气浓度大于18%时，其他有害气体不超过《煤矿安全规程》规定的数值时，采取直接贯通方式，利用局部通风机进行排放有害气体。排放时必须按照以下要求进行。

1、采用控制局部通风机风量的方法，逐段连接风筒进行排放瓦斯，排放有害气体时必须坚持低瓦斯浓度排放的原则，严禁“一风吹”和高浓度排放。

2、排放瓦斯的局部通风机严禁循环风，排放瓦斯风流与全压风流混合后的瓦斯浓度不超过1.0%，二氧化碳浓度不得超过1.5%。当监测混合处人员发现瓦斯浓度接近1.0%时，应及时通知瓦斯排放人员减少瓦斯排放量。

3、排放瓦斯期间必须由作业队组跟班队长或班长坚守在距离进风巷道最近的电话附近，随时传达上级指示，汇报现场情况。

4、空巷内瓦斯浓度不超过0.5%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，并稳定30分钟后，经安全员、瓦检员或排放瓦斯人员检查排放瓦斯巷道无瓦斯积聚以及通风设施完好后，方可完成瓦斯排放工作，现场负责人可向矿调度员汇报排放瓦斯完毕，调度员安排作业队组恢复正常作业。

5、当排放瓦斯发生在交接班时，所有警戒人员和排放人员必须坚守岗位，直至排放完毕并请示调度室后方可离开。

若被贯通巷道内瓦斯浓度大于3%，CO浓度大于24ppm，其他有害气体含量超过《煤矿安全规程》规定的数值，氧气浓度低于18%时，必须采取全风压方式排放瓦斯。即打开20102轨道顺槽内原封闭该空巷的密闭，通过与20102工作面串联形成全风压通风系统，控制排放风量，安全排放。排放必须严格按照以下规定进行：

1、提前撤出20102工作面及两顺槽全部工作人员，由安全员在20102两顺槽入口设置警戒，禁止人员入内。

2、全风压排放前必须切断20102工作面及两顺槽全部非本质安全电器设备电源并可靠上锁。防止误送电。

3、并在排放瓦斯下风侧安装一台便携式瓦斯检测报警仪和一台一氧化碳检测报警仪。安排瓦斯检查员在启封密闭下风侧随时听指挥检测有害气体。

4、准备完毕后使用铜质工具撬开密闭，根据排出的有害气体浓度确定开口大小。保证排放瓦斯下风侧瓦斯浓度不超过0.5%，CO浓度不超过24ppm。

5、排放瓦斯期间必须由作业队组跟班队长坚守在距离进风巷道最近的电话附近，随时传达上级指示，汇报现场情况。

6、当空巷内瓦斯浓度不超过0.5%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，并稳定30分钟后，经安全员、瓦检员或排放瓦斯人员检查排放瓦斯巷道无瓦斯积聚以及通风设施完好后，方可完成瓦斯排放工作，现场负责人可向矿调度员汇报排放瓦斯完毕，调度员安排作业队组恢复正常作业。

7、当排放瓦斯发生在交接班时，所有警戒人员和排放人员必须坚守岗位，直至排放完毕并请示调度室后方可离开。

五、排放瓦斯完成后的封闭工作

排放完毕后由掘进队进行全断面贯通，贯通后应及时进行支护，并封闭空巷两端。贯通后由通风队立即对空巷两端进行花闭，揭示警标，禁止所有人员进入。通风队在24小时内做好板壁，防止有害气体大量涌出。并及时进行永久封闭。当空巷内部两侧50m范围内瓦斯浓度低于0.5%，且氧气浓度大于18%时，由矿通风队施工组将空巷两头距离20100掘进巷道不超过4米的位置各修筑一道永久密闭。密闭厚度不得小于0.5m，并按规定进行掏槽、拉低，见硬煤。留设“三孔”（观测孔、措施孔、放水孔），密闭质量满足《西山煤电安全质量标准化标准》要求。

施工密闭过程中必须有专人现场检查有害气体。超过1m时必须搭设牢固的脚手架。高空作业必须佩带安全带。

若贯通后发现瓦斯等有害气体大量涌出，无法进行密闭时，必须停止正常作业，由专职矿山救护队员协助进行空巷的封闭工作。

六、有关单位严格按照本措施执行，其他未尽事宜遵照《煤矿安全规程》。

生辉煤业有限公司通风科

提高平巷掘进效率和安全的措施 篇7

猫飞山铜矿区域大地构造位于唐古拉-昌都-兰坪-思茅褶皱系，兰坪-思茅褶皱带，云龙-江城褶皱束，哀牢山深大断裂成矿带南西部。区内断裂及褶曲比较发育，褶曲具有明显的方向性，大部分为北西向，少数为南北向，彼此大体平行，以线状及长轴状为主，排列十分紧密。断裂构造以北西向的逆断层为主，一般延伸较长，与褶曲关系密切，大体与褶曲轴向一致；次为北东向的正断层，相对较短小，大多与褶曲轴向直交，可能生成较晚，明显切割北西向断裂。

矿区处于苗头山-龙洞箐褶皱的北端，苗头山-龙洞箐褶皱由两个向斜及一个背斜构成，彼此排列大致平行，四周为断层所限，轴向均呈近南北向，由上白垩统曼宽河组（K2m）组成，岩层倾角30°-80°，轴面直立，为对称型褶曲。区内断裂构造发育，控制了地层展布，有两组断裂，一组为北西向，规模较大，另一组为北东向，使北西向断层及褶曲被切割破坏而发生错移。分别叙述如下：矿区一共施工了7个探矿平坑，开坑时仅在0-15m内进行了防护性支护，虽岩石破碎，但岩石含水性弱，其稳定性一般，其它坑段支护较少，工程中未发生冒顶、片帮、掉块等不良工程地质现象，综合所述，认为矿区井巷岩石稳定性一般。

基建掘进是猫飞山铜矿的重点工程，目前猫飞山铜矿在井下矿山小断面巷道掘进爆破工作中增加爆破自由面的方法主要是打掏槽眼，一般掏槽眼的爆破效果在80%左右，打掏槽眼按照其方向可分为：斜眼掏槽、直眼掏槽、混合掏槽。

(1）斜眼掏槽。是指各炮眼与巷道中线和工作面水平方向成一角度。其优点是掏槽体积较大，能将掏槽内的岩石全部抛出，形成有效的自由面，效果容易保证，眼位容易掌握。其缺点是斜眼掏槽深度受巷道宽度限制，不适用于深孔爆破，多台钻机作业时，互相干扰。细分又可以分为：单斜掏槽、扇形掏槽、锥形掏槽、楔形掏槽。（2）直眼掏槽：是指所有掏槽眼的方向均垂直于巷道工作面，掏槽眼距离较小，并且严格保持平行。其优点是：槽眼相互平行，便于实现多台钻机平行作业和采用凿岩台车作业；爆破后岩石块度均匀，抛掷距离较近，爆堆集中，便于清道装岩。其缺点是：对掏槽眼的间距、钻眼质量和装药等要求严格，不易掌握，所需槽眼数目和炸药消耗量偏多，掏槽体积小，掏槽效果不如斜眼掏槽。细分又可分为直线掏槽、菱形掏槽、三角柱掏槽、五星掏槽、螺旋掏槽。（3）混合式掏槽：是指采用直眼和斜眼混合掏槽的方式打眼，斜眼作垂直楔状布置，布置在直眼外侧，斜眼与工作面的夹角为75-85°，眼底与直眼相距约0.2m。

但是，在实际的小断面巷道掘进爆破中发现，由于井下工作面狭窄，无法使用凿岩台车，多数只能两台凿岩机同时作业，打眼耗时较多，而且不易保证掏槽眼的质量，最终导致爆破效果不佳。针对上述现有技术和方法的不足，我矿施工技术人员研究出一种小断面巷道掘进爆破的最佳方法，它是采用150型钻机φ100mm的钻头代替φ38mm的凿岩机钻头打掏槽眼来实现掘进爆破自由面的最大化，通过合理的炮眼布置、起爆顺序和炸药量控制，从而提高爆破效率，爆破效率可达到90%以上。我矿通过采用150型钻机φ100mm的钻头来打掏槽眼，钻孔可以一次钻凿20米深，比用普通凿岩机打眼要深，而且还可以先探明掘进巷道的地质情况，这对如何控制爆破效果很有帮助。通过增加巷道掘进爆破自由面，提高了巷道掘进的爆破效率，爆破效率可达91%，降低了作业人员的劳动强度。

2 钻眼爆破参数设计

选择1号平硐施工的中段运输巷道为研究对象。该巷道为泥岩、砂岩和泥质灰岩，硬度f=4～8，围岩条件较好，便于进行试验。炸药为二号岩石炸药，直径35mm，长度约350mm，每卷重量约350克，爆力290ml，爆速3400～3900m/s。设计如下：

巷道断面：

巷道净宽2200mm，净高2400mm；掘进宽度2400mm，掘进高度2500mm；掘进断面5.28m2。

(2）单位耗药量

根据修正的普氏公式q=1.1Ke(f/S)1/2kg/m3

式中：f-岩石坚固性系数；S-巷道断面，m2;Ke-考虑炸药爆力P(ml）的校正系数，Ke=525/P。

得出单位耗药量为1.67～2.03kg/m3。

(2）炮眼深度

为保证正规循环，炮眼深度取2000mm。

(3）炮眼数目

式中：q取1.8千克/米3；ψ为装药系数，取0.45。

得出炮眼数目至少为23个。考虑采用光面爆破，将适当增加炮眼数目。

(4）炮眼利用率

炮眼利用率设计达到0.9。

(5）掏槽方式

中深孔直眼掏槽方式。

(6）现场试验

由小组成员进行现场跟班，定眼位，指导打眼和装药。放炮后，检验爆破效果，并逐步对钻眼爆破参数进行调整。最后，由小组成员共同确定采用何种钻眼爆破参数，进行推广。

3 结束语

根据现场岩石性质和施工条件，我们在钻眼机具、爆破材料、掏槽形式、爆破参数、装药结构、炸药单耗、起爆方式和炮泥堵塞等几个方面进行了较深研究和分析。经过反复多次试验提出了适应本巷道爆破施工的技术方案和措施，大直径掏槽效果明显较好。周边眼成型率高，为锚喷支护创造了良好条件，爆破块度较均匀，大块率低，爆破出的矸石集中装岩率高。

参考文献

[1]郭金峰.急倾斜薄矿体采矿方法的实验研究[J].云南冶金,1995(2):13-19.

[2]郭忠林,钟春晖.留矿采矿法在计薄矿脉开采中的应用与发展[J].铜业工程,2004(2):10-13.

带压掘进安全技术措施 篇8

矿的应用研究

我国大部分煤与瓦斯突出矿井采用钻孔预抽煤层瓦斯的区域综合防突措施，但是目前我国瓦斯抽采钻孔的预抽瓦斯体积分数低，瓦斯抽采钻孔封孔效果不佳，抽采浓度低，抽采瓦斯量小，导致大多矿井瓦斯抽采量不达标。煤层瓦斯抽采效果的影响因素包括煤层原始瓦斯含量、原始瓦斯压力、地质构造、煤层透气性系数、衰减系数、煤的坚固性系数等煤层赋存特性，及抽采钻孔施工参数、封孔工艺等施工参数。煤层瓦斯抽采过程包括钻孔设计、施工、封孔以及合茬连抽等多道工序，其中抽采钻孔封孔质量的好坏直接影响到煤层瓦斯抽采效果，通过改进钻孔封孔技术，选用合理的封孔工艺和封孔材料，可以提高钻孔封孔质量，从而提高煤层瓦斯抽采效果。

目前国内外用于抽采钻孔封孔的技术主要有机械注水泥砂浆封孔、发泡聚合材料封孔、封孔器封孔等。但是这些封孔技术受到了钻孔方式、封孔成本和封孔效果等因素的影响，均不能很好的满足白龙山煤矿一井现场的要求。针对白龙山煤矿一井特有的地质构造、煤层瓦斯赋存、煤层结构和构造特点，为了提高封孔质量，改善封孔效果，在对现有的高分子发泡材料和水泥砂浆封孔技术进行总结分析的基础上，提出了新型的“两堵一注”带压封孔技术，并在云南白龙山煤矿一井进行了现场试验。1 “两堵一注”带压封孔原理

“两堵一注”带压封孔工艺的原理是：在钻孔孔口一定距离的抽采管（实管）两端布置囊袋A和囊袋B，通过注浆管向两个囊袋注入速凝膨胀封孔注浆液，使囊袋膨胀后在封孔段两端对孔壁形成压力，当注浆压力达到一定值后，使得中央爆破阀开启，注浆液开始填充两个囊袋中间封孔段空间，当排气管返回注浆液时说明钻孔封孔段已充满，关闭排气管后继续向封孔段注浆加压，最后达到带压封孔要求，“两堵一注”带压封孔原理如图1所示。

带压封孔使用的速凝膨胀封孔注浆液封孔材料具有凝固膨胀后不析水、微膨胀的特点，因此在钻孔封孔段充满注浆液后，在注浆液的凝固过程中，封孔材料将不会收缩并继续膨胀，充填封孔段周围已有的裂隙，提高封孔质量，从而达到密封钻孔的目的。

1—囊袋A；2—囊袋B；3—单向逆止阀； 4—注浆管；5—中央爆破阀；6—塑料堵头； 7—抽采管（筛孔管）；8—速凝膨胀封孔材料；

9—排气管；10—抽采管（实管）图1 “两堵一注”带压封孔原理示意图 “两堵一注”带压封孔过程

“两堵一注”带压封孔技术封孔过程如图 2所示，具体封孔步骤如下： ①送入抽采管及封孔装置

首先将抽采管（实管）和抽采管（筛孔管）送入钻孔孔底，在钻孔孔口一定距离的抽采管（实管）两端布置囊袋A和囊袋B。

②注浆囊袋膨胀 将速凝膨胀封孔材料与水按1：1比例混合均匀后，启动风动注浆泵通过注浆管向两端囊袋A和B注入速凝膨胀封孔材料浆液，使囊袋膨胀后在封孔段两端对孔壁形成压力，达到密封钻孔封孔段两端的作用。

③封孔段注浆

当注浆压力达到0.6～0.8MPa后，注浆管的中央爆破阀门自动开启，速凝膨胀封孔注浆液开始填充囊袋A和囊袋B中间的封孔段空间，当排气管返回注浆液时说明钻孔封孔段已充满。

④注浆液填充钻孔孔壁裂隙

关闭排气管路后继续向封孔段注浆，注浆液在注浆泵压力作用下不断填充钻孔孔壁周围裂隙，对已有的裂隙进行封堵。

⑤封孔完成

当注浆压力达到1.5MPa，表明钻孔孔壁周围裂隙已得到充分填充，达到密封钻孔的要求，此时停止注浆，封孔完成。

（a）送入抽采管及封孔装置

（b）注浆囊袋膨胀

（c）封孔段注浆

（d）注浆液填充钻孔孔壁裂隙

图2 “两堵一注”带压封孔封孔过程示意图 地面试验及结果分析

在进行煤矿井下封孔对比试验前，在地面进行了带压封孔模拟试验：用直径100mm的铁管模拟井下抽采钻孔，按照“两堵一注”带压封孔过程进行注浆封孔12h后，将铁管沿截面切开，可以得到模拟钻孔的剖面，如图3所示。

图3 “两堵一注”带压封孔模拟钻孔剖面

从图3中可以看出，模拟钻孔内有瓦斯抽采管、注浆管以及封孔段凝固的封孔材料，其中经过12h后封孔材料已完全凝固，没有出现收缩现象，同时瓦斯抽采管无受压变形现象，说明该封孔材料能够有效的密封钻孔。井下试验及应用效果分析 4.1 煤层赋存条件及钻孔布置

白龙山煤矿一井C2煤层首采工作面煤巷掘进期间，沿C8+1煤层布置底板瓦斯抽采巷（C8+1煤层上距C7+8煤层6～10m，下距C9煤层6～12m），施工穿层钻孔对C2煤层煤巷掘进运输顺槽和回风顺槽及两帮15m范围内提前进行卸压瓦斯条带预抽。底板穿层钻孔抽采半径设计为2.5m，钻孔沿煤层走向每间隔5m设计施工一排，沿煤层倾向成扇形布置，每排设计7个钻孔。由于C8+1煤层底抽巷距离C2煤层距离较长，平均50～70m，中间依次穿过C7+

8、C4、C3三层松软突出煤层，且煤层顶底板地质构造复杂，断层较多、裂隙较为发育，对抽采钻孔的封孔质量要求较高。

本次井下封孔试验地点选择在岩层赋存条件稳定、无构造影响的一采区C7+8煤层底板岩石回风大巷，沿煤层走向每间隔5m设计施工7排抽采钻孔，钻孔排号为166~172排，每排设计7个钻孔。抽采钻孔直径为108mm，钻孔长度设计平均为50～70m，抽采管直径为50mm。

由于C8+1煤层上距C7+8煤层6～10m，且C7+8煤层厚度达3.1m，煤质松软、破碎且煤层瓦斯含量大，为消除C7+8煤层对C2煤层抽采的影响，设计钻孔封孔段需将C7+8煤层段全部封实，因此设计抽采管总长度22m，其中实管16m，筛孔管6m，封孔段长度达到15m。“两堵一注”带压封孔钻孔布置如图4所示。

抽采钻孔采用“两堵一注”进行带压封孔注浆3h后，将抽采管连接矿井抽采系统进行瓦斯抽采，并连续观测抽采钻孔的抽采参数。

1515C2煤层首采面回风巷07C2060504030201C3C4抽采管（筛孔管）囊袋B封孔段C7+8囊袋AC8+1回风大巷13.5

图4 “两堵一注”带压封孔钻孔布置示意图

4.2 封孔效果分析

通过对采用“两堵一注”带压封孔工艺进行封孔的C7+8煤层底板岩石回风大巷166~172排共7排抽采钻孔进行连续观测，从中选取第166排和169排抽采钻孔具体进行研究，第166排抽采钻孔单孔瓦斯抽采浓度见表1，第169排抽采钻孔单孔瓦斯抽采浓度见表2。

表1 166排钻孔单孔瓦斯抽采浓度统计表

单位：（%）

抽采

时间（d）

钻孔编号

1# 72.4 67.2 71.4 50.4 65.3 49.8 47.4 81.0 52.0 70.0

2# 81.0 89.0 80.0 50.6 63.4 50.0 36.8 46.8 60.8 78.0

3# 84.5 62.4 50.2 67.4 58.8 67.4 42.4 55.4 56.2 70.0

4# 55.0 36.0 53.0 37.8 62.4 79.6 35.6 55.2 72.0 67.5

5# 76.8 79.3 72.8 71.0---

6# 38.0 41.0 40.0 47.0 41.0 60.8 51.2 72.4 56.4 72.8

7# 72.0 64.0 73.0 66.0 74.0 54.3 46.8 85.6 56.2 70.4 0 30 40 50 60 70 80 120 140 190

表2 169排钻孔单孔瓦斯抽采浓度统计表

单位：（%）

抽采

时间（d）

钻孔编号

1# 45.0 46.2 78.0 78.4 33.4 41.3 63.4 86.0 78.0 89.0

2# 60.0 70.0 82.0 74.6 65.0 37.0 49.6 85.0 76.2 81.6

3# 52.0 38.4 76.0 42.0 70.4 49.0 63.0 83.0 70.0 72.2

4# 57.0 62.0 75.0 73.6 61.6 52.4 48.5 81.0 65.8 72.6

5# 60.0 62.0 76.0 62.4 63.8 68.0 54.0 83.0 60.0 83.0

6# 62.0 59.0 58.0 58.0 58.4 43.6 51.0 86.0 63.0 75.0

7# 60.0 75.0 70.0 66.2 63.0 67.3 72.5 84.0 45.0 76.4 0 30 40 50 60 70 80 120 140 190 从表1和表2可以看出，采用“两堵一注”带压封孔的第166排和第169排抽采钻孔与原有采用玛丽散封孔的对比钻孔相比较，抽采钻孔的单孔瓦斯抽采浓度提高30%。在抽采负压达32kPa的条件下，经过190d的连续抽采，第166排和第169排抽采钻孔的单孔瓦斯抽采浓度仍然维持在30%以上。

通过对采用“两堵一注”带压封孔工艺进行封孔的C7+8煤层底板岩石回风大巷166~172排共7排抽采钻孔进行连续观测，在抽采负压达20kPa的条件下，每排钻孔的平均抽采浓度变化规律如图5所示。

从图5可以看出，采用原有封孔工艺进行封孔的钻孔平均抽采浓度维持在20%~30%，而采用“两堵一注”带压封孔工艺进行封孔的166-172排钻孔的平均抽采浓度均维持在50%~80%，提高了2~3倍。同时166-172排钻孔在190d的连续抽采下，抽采浓度未见明显衰减，表明采用了“两堵一注”带压封孔工艺后，钻孔封孔效果得到明显提高，使得瓦斯抽采的持续时间得到大大增加。

100908070抽采浓度(%)***080120160200 对比钻孔 166排钻孔 167排钻孔抽采天数(d)

（a）166~167排钻孔

100908070抽采浓度(%)***080120160200 对比钻孔 168排钻孔 169排钻孔抽采天数(d)

（b）168~169排钻孔

100908070抽采浓度(%)***080120160200 对比钻孔 170排钻孔 171排钻孔 172排钻孔抽采天数(d)（c）170~172排钻孔

图5 166~172排钻孔平均抽采浓度变化规律

C7+8煤层底板岩石回风大巷抽采钻孔的瓦斯抽采浓度在连续抽采后下降相对较为缓慢，没有随着抽采时间的延长而逐渐降低，这与抽采钻孔的封孔质量得到大大提高有关。原有采用的聚氨酯封孔材料与钻孔孔壁壁面之间不能很好结合，使得封孔后钻孔围岩存在缝隙，同时普通水泥浆在凝固后会干裂、产生收缩变形而形成裂隙。而“两堵一注”带压封孔工艺可以使囊袋对钻孔孔壁产生压力，同时新型封孔材料速凝膨胀封孔材料具有微膨胀性，其凝固后的收缩特征表现不明显，不易随着抽采时间的增长而形成再生裂隙，从而提高钻孔的封孔质量，进而大大增加抽采钻孔的瓦斯抽采浓度。

4.3 封孔技术推广应用

通过井下C7+8煤层底板岩石回风大巷进行“两堵一注”带压封孔试验获得很好的抽采效果后，继续在C7+8煤层底板岩石回风大巷、C7+8煤层底板胶运大巷及辅运大巷等地点进行大面积推广使用。矿井目前采用“两堵一注”带压封孔工艺进行抽采钻孔封孔的数量已经达到960个，在抽采负压达20kPa的条件下，进行90d的连续抽采，钻孔的平均抽采浓度均达到50%以上。

由于白龙山煤矿一井C2煤层为3号无烟煤，煤质松软、破碎，煤层透气性低且吸附性极强，抽采钻孔的单孔流量相对较低（1～1.3L/min），钻孔瓦斯衰减不明显，有利于煤层瓦斯的长时间连续抽采，矿井将进一步研究先进的松软低透气性煤层瓦斯抽采增透措施，在此基础上进一步提高白龙山煤矿一井的瓦斯抽采效果。结论

（1）“两堵一注”带压封孔工艺是通过在抽采管两端布置囊袋并注入速凝膨胀封孔材料，使囊袋膨胀后在封孔段两端对孔壁形成压力，当注浆压力达到一定值后开始填充两个囊袋中间封孔段空间，并在钻孔封孔段充满后继续向封孔段注浆加压，使得钻孔孔壁周围裂隙能够得到有效封堵，进而达到带压封孔要求，有效提高钻孔封孔质量。

（2）地面及井下试验结果表明：与原有封孔工艺相比，采用“两堵一注”带压封孔的每排抽采钻孔平均抽采浓度为50%~80%，提高了2~3倍，在190d的连续抽采下，抽采浓度未见明显衰减；抽采钻孔的单孔瓦斯抽采浓度提高了30%，经过190d的连续抽采单孔瓦斯抽采浓度仍然维持在30%以上。

掘进机、割煤机操作位整改措施 篇9

各生产系统呼吸性粉尘浓度检测结果表明，掘进机、割煤机司机操作位处煤尘大，分析其原因，一采区回风下山掘进机、2107下顺槽掘进机在掘进时产生大量粉尘，综掘机在掘进时由于部分喷嘴损坏，导致工作面粉尘浓度超标；2103综采面在检测时综采机外喷雾水压力不够，未覆盖整个割煤机头部，导致该工作地点粉尘浓度超标。针对其原因分别制定整改措施，具体内容如下：

彻底检修掘进机喷嘴，对损坏的喷嘴立即修理，不能修理的进行更换。

经常对综掘机进行检修工作，保证综掘机能正常使用。

按照正确的使用程序操作综掘机，避免由于操作不当对综掘机造成的损坏问题。

彻底检修割煤机外喷雾装置，检测其压力，保证能够正常使用。经常对割煤机进行检修工作，保证割煤机能正常使用，发现问题立即整改。

论煤矿掘进技术与矿工安全问题 篇10

1 煤矿掘进技术的安全性

煤矿掘进技术, 其包括的范围比较广泛, 涉及到的细节部分比较繁琐。下面将着重介绍几种基本的煤矿掘进技术:巷道掘进施工技术。在巷道掘进施工技术中, 主要涉及到两种类型, 其一, 爆破掘进;其二, 掘进机掘进。从矿工安全的角度去思考, 主要需要注意以下几点。

1.1 岩石平巷施工安全问题

首先, 实事求是, 依据自身的断面大小, 支护类型, 地质情况, 工人素质, 施工设备, 来确定最合适的作业方式, 在此基础上切实编写相关的作业流程;其次, 严格按照相关的路程开展施工;其三, 强化顶板管理和控制, 对于临时支护进行有效的检查, 尽量避免冒顶事故和顶板事故的出现;其四, 在平行作业的时候, 要保证支护工作面与掘进支护面的距离;其五, 在平行作业开展的过程中, 保证永久支护的稳定性, 确保不会对于行人产生影响。

1.2 水平煤巷施工安全问题

首先, 根据不同的破岩方式去做好相应的顶板管理工作;其次, 保证在瓦斯煤层掘进时, 使用毫秒延期电雷管, 实现全面的爆破;其三, 在特殊土质区域, 要避免使用爆破方式进行掘进, 应该以人工的方式进行操作;其四, 掘进机械在施工的过程中, 把握空间距离, 避免出现空顶作业的情况。

1.3 其他环节施工安全问题

除此之外, 还涉及到其他环节的施工安全问题, 比如半煤岩巷施工安全, 需要注意的是, 首选选择适当的掘进位置, 其次, 保证全断面的以此开掘;其三, 注意排水, 关注行人通道的有效性;还有在上山环节掘进施工安全问题上, 需要注意通风, 绞车滑轮的稳定性等;最后还涉及到下山掘进施工安全问题, 需要注意的是阻车器和防跑车两种设备的装置, 还要设水窝排水。

2 掘进技术安全问题的切入点

2.1 掘进机掘进工作面安全策略

掘进机掘进工作面, 其使用的设备多半是大功率的, 通常表现为掘进机、锚杆打眼安装机、带式输送机或梭车、吸式除尘风机, 以及与这些设备配套的乳化液泵站、水泵、及电气设备。在使用这些设备的时候, 我们需要注意实施以下的安全策略:首先保证所用设备的齐全, 由于掘进机械的运转需要很多的其他设备的配合, 保证各个设备, 各个部分的完整性, 将是我们工作的基础条件, 对于此方面表现为棚子质量, 运输轨道铺设, 瓦斯探头的安装, 输送机的灵活运转等;其二, 保证设备使用者的资质, 保证掘进机的司机和副司机都是持证上岗的;其三, 严格按照相关的程序, 保证按照制度和规章开展施工, 比如在出风口与迎头间的距离要保持合理, 瓦斯监测探头安装位置符合要求, 运输轨道铺设质量符合规程要求, 工作面图牌板齐全规范等, 这些都是需要遵循规定和要求的。

2.2 放炮掘进工作面安全策略

对于炮掘工作面来说, 在一般情况下偶读会有煤电钻、全液压钻车、装煤机或装岩机、钻装机和刮板输送机、带式输送机, 锚杆打眼安装机等。对于这样的方面, 我们从安全的角度去审视, 需要注意的问题如下:其一, 保证局扇的稳定性, 保证风筒出口和迎头之间的距离是合理的;其二, 保证顺畅的道路, 确保巷内管线吊挂整齐规范;其三, 依据相关规定, 保证工作面牌板齐全规范;其四, 确保甲烷报警仪安设位置是合理的, 使得空气进化装置处于稳定的状态;其五, 在各个阶段坚持对于瓦斯量。炸药, 雷管, 炮眼的检查, 避免违规状态下的操作;其六, 依据相关操作说明, 有素质好, 持证的人员去开展爆破施工;其七, 建立合理的应急预案, 一旦出现不响, 可以有效的解决问题。

2.3 掘进工作面支护的安全策略

对于掘进工作面支护方面来说, 应该坚持一下的原则, 首先在使用锚喷支护时, 炮掘工作面应该做出调整, 需使用光面爆破方式来运行;此时的掘进挖掘要在巷道断面成型好的前提下进行。只有这样才能够发挥出其重要作用。其二, 对于锚杆的装备, 需要从位置的安排, 眼距的设置, 角度的安排几个方面综合考虑, 保证锚杆与巷壁平面的垂直;其三, 由于锚杆的种类不同, 需要在其安装的过程中, 进行有针对性的安装, 此时不要去违规操作;其四, 固定好托板或托梁钢带, 与顶帮贴紧, 保证其稳定性;其五, 保证锚杆支护定期做相关的拉力试验, 保证其质量的可靠性, 一旦出现问题, 要及时开展措施进行解决。其六, 保证原材料的合理性, 确保喷浆的配比、水泥标号符合相关方面的要求, 对于喷体强度要定期取样检验;其七, 注重初喷和复喷质量, 做好喷射时的防尘问题;其八, 控制水泥, 石子等材料的稳定, 保证施工的有效开展;其九, 合理使用设备, 保证操作上的灵活, 确保使用人员的素质和能力。

3 结束语

综上所述, 我国煤炭产业不断发展, 不仅仅体现在掘进技术上, 还表现在对于施工安全的控制和管理上。在这方面, 文章虽然涉及到一些方面的建议和意见, 但是需要知道的是目前我国的煤矿掘进技术还存在很多的问题, 尤其是安全问题上展现出了很多的缺点, 这就需要我们不断的探索和总结, 争取做到掘进技术与安全管理的齐头并进, 实现煤炭技术的全面改革。

参考文献

[1]任葆锐, 刘建平.煤巷快速掘进设备的使用与发展[J].煤矿机电.2003 (05)