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文档简介
千禧煤业公司瓦斯抽放设计目 录一、工作面概况2二、工作面瓦斯涌出量预测2三、工作面抽放的必要性可行性分析4四、工作面瓦斯抽放方案5五、工作面瓦斯抽放设计6(一)本煤层采前预抽、边采边抽61、管路布置62、钻孔布置63、抽放钻孔施工8(二)高抽巷边采边抽9六、抽放系统101、抽放设备102、打钻设备103、瓦斯抽放管路系统104、抽放管路参数115、管路敷设及附属装置116、管路阻力损失计算117、瓦斯泵压力计算13七、抽放瓦斯效果预计14八、预抽之后正常回采期间工作面瓦斯涌出量预测14九、抽放管理15181211工作面瓦斯抽放设计一、工作面概况1211工作面北部、西部和东部均为未采区,南部为1210工作面及二采区三条采区大巷。该面可采长度1463m,工作面走向长度220m。采用综采放顶煤开采,采高3m,采放比1:1.33,全部垮落法管理顶板,工作面日产量9091t。工作面采用“U”+高抽巷通风方式。二、工作面瓦斯涌出量预测1211工作面瓦斯来源主要由开采层瓦斯涌出和邻近层(包括围岩)瓦斯涌出两部分组成。在实际涌出量计算中,围岩瓦斯涌出往往用围岩瓦斯涌出系数的形式并入开采层瓦斯涌出之中,根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)中的计算方法,采用(1)式进行瓦斯涌出量预测计算: (1)式中:q采回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;q1开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;q2邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t。1)开采层相对瓦斯涌出量计算薄及中厚煤层不分层开采时,开采层瓦斯涌出量计算公式为: (2)式中:开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;围岩瓦斯涌出系数,矿井顶板管理方式为全部跨落法管理顶板,故取=1.3;工作面丢煤瓦斯涌出系数,其值为工作面回采率的倒数,3号煤层采煤工作面回采率取97%,=1.03;采区内准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数;利用长壁后退式回采时,系数按下式确定:L回采工作面长度, m,L1211=220 m(取大值); h巷道瓦斯预排等值宽度,m,取h1211=9 m;算得k3=0.918m开采层厚度,m,m1211=7m;M工作面采高,m,M1211=7m;W0开采煤层原始瓦斯含量,1211工作面最大原始瓦斯含量为W1211=6.5909m3/t;(参考瓦斯地质图及1206实测数据)Wc开采煤层煤的残存瓦斯含量,Wc=2.15m3/t(参考瓦斯地质图及1206实测数据)将以上数据代入公式(2),得1211工作面开采层相对瓦斯涌出量q1=5.46m3/t。2)邻近层瓦斯涌出量计算根据中国矿业大学为千禧煤业公司编制的矿井瓦斯涌出量预测研究报告,据统计分析,邻近层瓦斯涌出量采用式(4)计算。(4)式中: q2邻近层相对瓦斯涌出量,m3t; mi第i个邻近层煤层厚度,m; M工作面采高,m; i第i个邻近层瓦斯排放率,%,如无实测值可参照矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)附录D选取; W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量,m3t,如无实测值可参照开采层选取; Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量,m3t,如无实测值可参照开采层选取。 计算得出q2=0.3 m3/t将q1、q2数据代入公式(1),计算得1211不进行采前预抽时工作面相对瓦斯涌出量q采=5.76m3/t。根据矿井工作面布置规划:1211平均日产量为9091t。结合工作面瓦斯涌出量计算结果,得出1211回采工作面不进行预抽,日产量为9091t时的瓦斯涌出量预测结果,详见下表所示。1211回采工作面预抽前瓦斯涌出量预测结果工作面名称日产量(t)瓦斯涌出量预测值开采层邻近层合计m3/tm3/minm3/tm3/minm3/tm3/min121190915.4634.470.31.895.7636.36从上表可以看出,1211工作面未进行预抽时,相对瓦斯涌出量为5.76 m/t,绝对瓦斯涌出量为36.36 m/min。三、工作面抽放的必要性可行性分析瓦斯抽放的必要性随着矿井煤层埋藏深度的增加和采区向西部延伸,特别是1211工作面回采期间,工作面瓦斯涌出量将越来越大,上隅角瓦斯超限将日趋严重,直接影响着矿井安全生产。另据瓦斯抽放达标暂行规定第七条第二款规定:一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min的矿井必须进行瓦斯抽放,并实现抽放达标。为此,有必要在1211工作面建立瓦斯抽放系统,进行瓦斯抽放,以解决1211综放工作面上隅角瓦斯超限问题。瓦斯抽放的可行性开采层瓦斯抽放的可行性取决于煤层的自然透气性,其评价指标有两个:煤层的透气性系数(l)和钻孔瓦斯流量衰减系数(a)。国家安全生产监督管理总局于2006年颁布的煤矿瓦斯抽放规范(AQ 10272006)规定的开采层预抽瓦斯可行性评价指标见下表。 煤层瓦斯抽放难易程度表抽放难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数a (d-1)煤层透气性系数l(m2/MPa2d)容易抽放10可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1表中所规定的开采层预抽难易程度分类的目的是为根据煤层的不同抽放类型选择相应的抽放方法、工艺技术参数而提供依据,并不是表明如果为“容易抽放”、“可以抽放”类型的则能进行瓦斯抽放,而为“较难抽放”类型的则不能进行瓦斯抽放。千禧矿井测定范围内煤层实测透气性系数为:0.36281.1411m2/MPa2d,衰减系数0.31940.7845 d-1,综合分析认为,3#煤层属于可以抽放与较难抽放类型。可以进行瓦斯抽放。以公司1206工作面为例。预抽前该工作面最大瓦斯含量为6.5909 m/t,残存瓦斯含量为2.0478 m/t,最大可解析瓦斯量为4.5431 m/t。经过12个月的预抽,经实测最大可解析瓦斯量降为2.9785 m/t,取得了较好的抽放效果。综上所述,公司1211工作面不仅具有抽放的必要性而且具备瓦斯抽放的可行性。四、工作面瓦斯抽放方案根据工作面瓦斯来源、煤层瓦斯抽放难易程度及公司1206、1210工作面的抽放经验等, 结合1211工作面的瓦斯情况,决定采用采前预抽、边采边抽以及高抽巷采空区抽放相结合的抽放方案。五、工作面瓦斯抽放设计(一)本煤层采前预抽、边采边抽1、管路布置在1211风巷、运巷各铺设一趟457mm的不锈钢抽放管路,并入我公司地面永久瓦斯抽放系统。1211风巷抽放管路用专用吊具吊挂于风巷南帮,管壁距离巷道南帮0.3米,距离底板2米。在巷道低洼处安设放水器。该趟管路每隔10m预留1个三通接口用于1211风巷本煤层瓦斯钻孔抽放管的连接。1211运巷抽放管路用专用吊具吊挂于巷道北帮,管壁距离巷道北帮0.3米,距离底板2米。在巷道低洼处安设放水器。该趟管路每隔10m预留1个三通接口用于1211运巷本煤层瓦斯钻孔抽放管的连接(详见附图:1211工作面抽放管路布置图)。2、钻孔布置a、钻孔布置形式。考虑到1211工作面风运巷掘进开工时间、掘进速度等因素,为最大限度争取瓦斯抽放时间,1211风巷、运巷本煤层瓦斯抽放钻孔分为外段、中段和里段布置。其中外段钻孔间距为2.5m;中段钻孔间距为2.0米;里段钻孔间距为1.5m,。1211风巷、运巷本煤层瓦斯抽放钻孔布置形式为上下双排交错孔。(见附图:1211抽放钻孔布置图)(1)1211风巷钻孔布置:在1211回风巷停采线位置,与切眼方向平行布置第1#预抽钻孔,直至距切眼12m处布置最后一个钻孔。(2)1211运巷钻孔布置:在1211运巷停采线位置,与切眼方向平行布置第1#预抽钻孔,直至距切眼12.5m处布置最后一个钻孔。同时为加强初采期间瓦斯管理,在切眼东帮施工80个瓦斯抽放孔。(见附图:1211抽放钻孔布置图)b、钻孔参数(1)、钻孔直径根据现有可用于抽放钻孔施工的钻机型号、性能参数和配套钻杆、钻头规格等情况,确定1211所有钻孔直径为115mm。(2)、钻孔长度1211风巷钻孔设计长度为90米,1211运巷钻孔设计长度为150米,风、运巷钻孔在1211工作面中部交叉20米。(根据集团公司“一通三防”管理制度规定)1211风、运巷本煤层钻孔长度的确定主要考虑了该巷道掘进进度、钻机施工难度等因素,本着最大限度控制抽放区域,保证抽放效果,严防初采期间顶板周期来压造成瓦斯超限事故的原则。考虑到工作面煤层有起伏变化,加之钻孔设计长度较大,所以钻孔实际施工难度将比较大,施工过程中容易打到顶、底板。因此,在施工过程中应掌握好钻孔角度,确保能施工到设计长度。确因地质条件复杂起伏变化太大无法掌握合适的施工角度时,应调整角度使钻孔实际深度达到设计长度的70%以上。(3)、开口高度钻孔开口高度的选择主要考虑了各施工点现场情况,钻机型号,施工难度以及开口高度对施工倾角选择的影响。同时,为了保证钻孔封孔效果,防止由于煤壁裂隙造成的漏风,抽放钻孔均应选择煤壁完好、无裂隙处开孔。综合以上因素,1211本煤层钻孔开口高度确定为:风巷、运巷上排钻孔开口距离巷道底板1.8m ;下排钻孔开口距离巷道底板1.6m ;(4)、钻孔间距根据测定结果我公司3#煤层瓦斯含量总体水平较低,从理论讲钻孔间距越小抽放效果越好,能达到的预抽率也越高,考虑到巷道掘进进度、钻孔施工工程量、施工成本等因素,不可能无限缩小钻孔间距,应综合考虑选择适宜的钻孔间距。现根据有关研究资料并借鉴本地区其他矿井抽放钻孔布置情况,确定1211风、运巷外段抽放钻孔间距为2.5m;中段抽放钻孔间距为2.0m,里段抽放钻孔间距为1.5m(6)、钻孔倾角钻孔倾角应根据钻孔施工地点煤层底板等高线标高变化情况确定,在地质条件允许的情况下尽量选择仰角,以便于排空钻孔内涌水,防止进行抽放时发生堵塞。钻孔倾角应在保证钻孔始终处在在煤层当中的前提下,根据每个钻孔的开口和终孔位置的标高逐个计算得出。1211工作面抽放钻孔倾角取值表(仅供参考)1211运巷钻孔1211风巷钻孔孔号参考钻孔倾角孔号参考钻孔倾角1#-16#+6.9- +6.51#-39#+3.0- +6.017#-53#+6.0- +6.340#-81#+3.0- +2.054#-88#+5.8- +6.382#-116#+3.6- +2.789#-142#+6.0- +6.989#-187#+3- +3.5143#-215#+5.8- +6.9188#-280#+2.2- +3.5216#-292#+7.1- +6.5281#-416#+3.5- +2.3293#-394#+6.0- +6.3417#-542#+2.3- +2.2395#-533#+6.6- +6.3543#-741#+2.7- +2.3533#-699#+6.0- +7.0742#-733#+3.5- +2.7700#-833#+6.6- +7.0734#-845#+3.0- +3.5(7)、钻孔方位角1211风巷钻孔方位角为0;1211运巷钻孔方位角为180。3、抽放钻孔施工a、打钻要求 抽放钻孔施工必须按设计方位角和倾角等参数进行,若煤层起伏变化较大时,应根据煤层变化情况及时调整角度,以提高成孔率,同时要作好钻孔进尺及相关参数的记录。b、钻孔封孔 (1)将封孔气囊装置套入距第一根封孔管内侧管头0.4-0.5米处,距外侧最后一根封孔管管口11.5-11.6米处的位置,并将封孔气囊装置两端用钢管卡进行固定。(2)将4根75PVC管准备好,把封孔气囊装置的气泵管用胶带固定在4根PVC封孔管壁外侧,在第一根管内侧进入钻孔的管口用胶带封死,以防止煤渣堵住PVC管。(3)固定返浆管(4分铝塑管),钻孔内侧预留15米,外侧预留1.2米,将返浆管每隔1米固定一道绑丝在PVC管上,预留在外侧返浆管的末端向上方折起20CM高。(4)固定注浆管(4分铝塑管),注浆管内侧预留1.5米,外侧预留1米每隔1米固定一道绑丝在PVC管上。(5)把连接好的四根PVC管并在其外侧固定好气囊装置,注浆管,返浆管的整体缓慢送入钻孔内,PVC管外侧预留20CM。(6)把气囊装置外侧的气嘴与专用充气管连接给气囊装置充气,以打气装置气压表显示0.2 MPa为准。打压完毕后慢慢转动外侧预留的PVC管头,如无位移现象则视为加压完成。(7)把布袋平铺在地上向上倒瓦斯封孔专用材料,把材料中间挖空,向材料内侧缓慢加水,做成若干个料球,料球做好后用以封堵外侧孔口。(8)将做好的料球封堵外侧孔口与PVC管的连接缝隙。(9)外侧孔口堵严后,等待5分钟,开始注浆流程。(10)提前准备好19变25,19变13变径,如果与井下不配套要先连接变径再将气动泵上的进气口(19)与风管连接,连接前要吹管把风管内的污物吹出以免损坏风机。连接时要注意安全,把风管与气动封孔泵用专用U型卡连接好。(11)连接好风带后试运行气动封孔泵。向搅拌桶内注入清水半桶20ML。先将挂档杆开到搅拌模式调试搅拌叶,打开控制开关,搅拌叶随着开关调控大小力度旋转为正常;再将挂档杆开到注浆模式,打开控制开关,调控开关打出清水就为正常可以开始进行注浆。(12)试运转正常后,开启搅拌模式(注意缓慢开启,不要溅出液体)。向搅拌桶内倒封孔材料。倒入封孔材料时要高抬避免包装袋子被转动的搅拌叶绞入桶内;而且要用筛子罩在搅拌桶上方以免变质结块的封孔材料混入搅拌桶内堵死泵头影响封孔作业。(水放到搅拌桶三分之二的位置,水料比为1.5:3封孔材料以每罐一袋半为准)(13)搅拌3-5分钟之后,打开盖子观察封孔材料与水的混合液体是否达到浓稠状态达到注浆所需浓度标准。(14)浓度达到后开启注浆模式,开始注浆。打开控制开关,调控开关打出试泵剩余清水,直到流出浓稠浆液时关闭控制开关,开始连接出浆头外接黑管与注浆管。(15)将预留的注浆管外接头与气动泵外接出浆黑胶管(6分)连接起来并用绑丝绑紧。(16)一罐打空后要及时停机以免损坏机器,并重复12,13,14操作步骤。(17)向上方折起20CM的返浆管流出浆液后,将反浆铝塑管两端对折。到此为一个单孔的注浆结束。c、抽放钻孔并网联接已封孔的钻孔每6个设为一组(风、运巷里段钻孔每7个设为一组),用75mm的煤矿抽放软管连接到110mm的汇流管上(汇流管由两根长为5米,110mm的PVC管通过快速接头对接而成,总长10米。汇流管通过一根4寸抽放软管连接到1211风、运巷抽放管路预留的三通上。每组汇流管上安装一套孔板流量计和一个放水阀门以便测流量、压力和排水。(必要时设置自动放水器)(详见附图:1211工作面抽放钻孔并网连接示意图)(二)高抽巷边采边抽1211高抽巷全长约1600米,位于1211工作面上部泥岩岩层中,距3#煤层顶板22m-28m。该巷与1211风巷的水平距离为50米,巷道断面为3.2m高4.5m宽(开口斜坡段)和3m高4m宽(水平段)。1211高抽巷自1211辅助回风巷与1211风巷交叉点起以0方位角,施工7.5m(中至中)后以7起坡施工35.8m后至煤层顶板。1211高抽巷自开口位置以270方位角+10起坡,预计施工100m后至预定层位,随后以给定腰线继续施工1211高抽巷。巷道施工期间通过临近1211风巷巷道标高,对高抽巷层位不断进行修订,确保1211高抽巷始终处于距3#煤层顶板22m-28m岩层中。1211高抽巷沿预定层位施工至距1211工作面切眼约155m处后,以-15下山施工, 施工145m后巷道改为沿3#煤层顶板施工,继续施工10m后与1211切眼贯通。高抽巷施工完成后,在该巷巷口2米位置建立一道密闭墙,并插入一根457mm的不锈钢抽放管路,与地面泵站低负压抽放管路系统连接,进行1211采空区瓦斯边采边抽(详见附图:1211工作面抽放管路布置图)。六、抽放系统1、抽放设备我公司地面瓦斯抽放系统设计为高、低负压两套系统,设计安装4台水环式真空泵,高负压系统1用1备,低负压系统1用1备。地面抽放主管、管道井主管和采区干管设计规格均为高负压D82010mm,低负压D72010mm。管道井设计打设3口,2用1备。主要技术参数如下:地面泵站真空泵性能参数表型 号泵入口绝对压力(KPa)工况状态抽气量(m/min)电机功率(KW)电压(KV)转速(r/min)供水量(m/h)备注CBF730-262515710624633.4高负压CBF730-262515710624633.4低负压2、打钻设备在1211风巷和运巷各布置一台ZDY4000S型钻机施工。ZDY4000S型全液压坑道钻机:功率37KW,供电频率50Hz;电压等级660V;供电开关为BQZ80型矿用隔爆开关;钻杆为73.5mm*1.5m;钻头为115mm的硬质合金钢钻头。3、瓦斯抽放管路系统高负压抽放系统钻孔钻孔抽放软管汇流管1211风巷(运巷)抽放支管二采区回风巷820干管管道井主管地面泵站主管地面高负压瓦斯抽放泵地面泵站排气管低负压抽放系统采空区高抽巷高抽巷抽放管二采区回风巷720干管管道井主管地面泵站主管地面低负压瓦斯抽放泵地面泵站排气管4、抽放管路参数高负压抽放系统1211高负压抽放系统主管路为820mm管,工作面支管为457mm管,钻孔抽放软管为75mm管,钻孔汇流管为110mm管。低负压抽放系统1211低负压抽放系统管路为720mm管,1211高抽巷斜坡段及水平段管路为457mm管。5、管路敷设及附属装置为了能够及时掌握各抽放地点瓦斯抽出量、瓦斯浓度的变化情况,便于管路系统负压的调节,保证管网系统的正常抽放。在1211风巷、运巷、高抽巷抽放管路上安设孔板流量计,并在管路最低处安设自动放水器。6、管路阻力损失计算管路总阻力分为摩擦阻力和局部阻力。其中摩擦阻力的计算从下表中取值,按公式(1)计算,局部阻力取摩擦阻力的15%。 1211高负压抽放管路摩擦阻力计算表管路名称QK0DCLH敷设位置(m3/h)(cm)()(m)(Pa)主管10.911124800.71802010060地面管路主管20.911124800.7178.820500323管道井干管0.911124800.71802025201508回风大巷支管0.88849920.714525224737231211运巷合计5615高负压管路摩擦阻力按以下公式计算:H9.8公式(1)式中:H摩擦阻力损失,Pa;L直管长度,m;Q瓦斯流量,m3/h;D管道内径,cm;K0系数,查表;混合瓦斯对空气的相对密度,查表。1211风巷、运巷高负压抽放管路总阻力损失H总=6457Pa,其中摩擦阻力损失H直总=5615Pa,局部阻力损失H局总=H直总15%=842Pa1211低负压抽放管路摩擦阻力计算表管路名称QK0DCLH敷设位置(m3/h)(cm)()(m)(Pa)主管10.911124800.71802010060地面管路主管20.911124800.7178.820500323管道井干管0.911124800.71802025201507回风大巷支管0.88849920.7145255008291211高抽巷合计2719低负压管路摩擦阻力按以下公式计算:H9.8公式(1)式中:H摩擦阻力损失,Pa;L直管长度,m;Q瓦斯流量,m3/h;D管道内径,cm;K0系数,查表;混合瓦斯对空气的相对密度,查表。1211高抽巷低负压抽放管路总阻力损失H总=3127Pa,其中摩擦阻力损失H直总=2719Pa,局部阻力损失H局总=H直总15%=408Pa7、瓦斯泵压力计算瓦斯泵压力必须能够克服抽放管网系统总阻力和保证钻孔有足够的负压,以及满足泵出口正压之需求选取阻力最大管路系统进行计算即根据钻孔抽放管路系统计算瓦斯泵压力。高负压瓦斯泵压力根据下式计算:H泵=(H总+H孔+H正)K式中:H泵瓦斯泵的压力,Pa;H总抽放管路系统总阻力损失,Pa;H孔钻孔孔口必须造成的负压,取13000Pa;H正瓦斯泵出口正压,取3000Pa;K抽放备用系数,取K=1.2根据前面的管路阻力损失计算得知,高负压抽放管路系统总阻力损失为6457Pa,则:H高负压泵=(6457+13000+3000)1.2=26948.4 Pa根据千禧当地气象资料,地面瓦斯抽放泵站的压力为90650 Pa,因此泵站入口的绝对压力为:9065026948.4=63701.6 Pa。则实际高负压泵入口压力为63.7Kpa。同理,根据前面的低负压管路阻力损失计算得知,低负压抽放管路系统总阻力损失为119Pa,则:H低负压泵=(3127+5000+3000)1.2=13352.4 Pa实际低负压泵入口压力为90650-13352.4=77297.6 Pa。则实际低负压泵入口压力为78 Kpa。七、抽放瓦斯效果预计1、1211本煤层瓦斯预抽量计算预抽时间确定根据测算1211工作面本煤层预抽万米纯瓦斯流量为0.20 m/min,1211设计钻孔总进尺为202800m。进而可计算1211本煤层预抽纯瓦斯流量为(20280010000)0.2=4.06m/min(标准状态),按照每天抽放时间24小时计算,日抽放瓦斯量为4.06 m/min(2460 )min 5846m。按可解析量达到4 m以下计算,1211工作面有效预抽时间不得小于219天。根据采掘衔接安排1211工作面从并网抽放到工作面开始回采可实现瓦斯连续预抽360天。预抽瓦斯量的确定1211工作面回采前累计预抽瓦斯5846360=2104560m工作面瓦斯储量的确定1211工作面可采煤层瓦斯储量为6.59092910000=19179519m经过预抽后吨煤瓦斯含量降为:(19179519-2104560)2910000=5.87 m/t预抽后工作面可解吸瓦斯量5.87-2.15=3.72 m/t4.0 m/t,满足煤矿瓦斯抽放基本指标规定及集团公司要求。2、1211高抽巷抽放量预测由于公司目前没有高抽巷瓦斯抽放的经验数据,1211高抽巷抽放管路浓度按21%,流量按85 m/min(标准状态)估算。高抽巷纯瓦斯抽放量为85m/min21% 18 m/min 。八、预抽之后正常回采期间工作面瓦斯涌出量预测将预抽后可解析量为3.72 m/t代入本设计P2公式 (2) 、(1) (2)q1=1.31.0313.72=4.57 (1)q采=4.57+0.3=4.87由此可以计算出预抽后1211工作面日产量为9091t时,该面瓦斯涌出量情况如下表:1211回采工作面预抽后瓦斯涌出量预测结果工作面名称日产量(t)瓦斯涌出量预测值开采层邻近层合计m3/tm3/minm3/tm3/minm3/tm3/min121190914.5728.90.31.894.8730.7经预测,1211工作面经过采前预抽,回采时工作面相对瓦斯涌出量为4.87 m/t(按日产原煤9091t计算,绝对瓦斯涌出量为30.7 m/min)。可以计算出预抽后1211工作面日产量为9091t时,该面瓦斯涌出量情况如下表(边采边抽瓦斯量预计为预抽量的3040%,本设计取35%来计算):1211工作面预抽后高抽巷、边采边抽、风排瓦斯情况表工作面名称日产量(t)预抽后工作面绝对瓦斯涌出量高抽巷抽放瓦斯量边采边抽抽放瓦斯量 风排瓦斯量m/minm/minm/minm/min1211909130.7181.4211.28九、抽放管理1、抽放工程施工管理抽放工程施工的管理严格按照公司有关规定执行。通风部及相关业务部门负责施工措施审核批准、技术指导、监督考核、工程验收等工作。施工队组负责措施编制、劳动组织、具体施工、现场安全管理等工作。施工单位必须严格按照设计进行施工保证工程质量。钻孔施工前施工队必须根据本设计编制1211工作面瓦斯抽放钻孔施工安全技术措施。经相关业务部门审批并备案后,组织本单位管理、技术、施工等相关人员进行学习和考试。钻孔施工必须严格按照设计的方位角、倾角、间距等参数进行施工。施工人员必须掌握有关测量工具的使用知识,保证钻孔实际施工参数符合设计要求。钻孔施工期间,队组必须建立抽放钻孔施工记录,记录内容包括:施工时间、钻孔设计参数、实际施工参数、岩性变化情况及施工中出现的各种问题。施工期间,队组每班必须安排专人对钻机、开关等设备进行检查维护,发现问题必须及时停机处理。施工期间,施工人员要做好现场的瓦斯检测工作,防止钻孔内瓦斯涌出量过大造成施工地点瓦斯超限。当施工地点瓦斯浓度0.8%时,必须停止施工,切断电源,并及时汇报公司调度室,按照要求进行处理或组织人员撤离。施工期间,必须做好排水工作,防止钻孔回水淹没巷道,排水系统出现问题不得进行施工。钻进过程中,作业人员要注意钻孔回水的变化情况,遇到回水量增大、发浑、变白、回水突然停止等特殊情况时,必须立即停止钻进,但不能拔出钻杆,并向公司调度
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