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文档简介

XX年ya01综合应急预案(终稿) 1.1.2通过编制合理、实用、现实性可操作性强的应急救援预案来有效地指导应急救援行动,尽可能地降低事故带来的损失。 1.1.3广泛宣传教育工作人员、相关辅助人员熟悉有关避灾路线和抢险避灾方法,加强安全监督,加强自保互保能力。 1.1.4为各级管理人员制定工作目标,明确安全职责,做到超前预防,达到防患于未然。 1.1.5为领导决策提供切实可靠、可行、可用的应急救援、事故处理方案和依据,达到最大限度地减少灾害、降低损失。 21.2编制依据1.2.1中华人民共和国安全生产法、中华人民共和国矿山安全法;1.2.2煤矿安全监察条例、国务院关于进一步加强安全生产工作的决定以及国务院第七十九次常务会议精神;1.2.3煤矿安全规程、矿山救护规程;1.2.4国家突发公共事件总体应急救援预案、大同煤矿集团公司突发公共事件总体应急救援预案和大同煤矿集团公司井下应急救援预案。 1.2.5生产经营单位安全生产事故应急预案编制导则31.3适应范围井下发生的瓦斯爆炸、煤尘爆炸、炸药爆炸、冒顶或片帮、运输与提升、机电、水灾、火灾等可能造成重大人身伤亡或财产损失事故的应急救援。 41.4应急预案体系应急预案体系由综合应急预案、专项应急预案和现场处置方案组成。 51.5应急工作原则以人为本,安全第一;统一领导,分级负责;条块结合,属地为主;依靠科学,依法规范;预防为主,平战结合。 22危险性分析12.1矿井概况2.1. 1、地理位置大同煤矿集团公司四老沟矿井田位于大同市西南25公里处,北部相邻同家梁井田,东部相邻白洞煤业公司井田,西北部相邻马脊梁井田及燕子山井田,西南部相邻雁崖井田,东南以大同组底部煤层露头线为界,井田东西走向6.2公里,南北倾向长2.6公里,井田面积29.8平方公里。 2.1. 2、建井时间四老沟矿是一座有五十多年开采历史的老矿,解放后经历了矿井恢复期(1952年1953年);矿井扩建改造期(1953年1986年);矿井扩建期(1987年1992年)等几个阶段,逐步发展成为一座现代化的矿井。 井田内煤层贮存情况井田内贮存煤层有2#、3#、4#、7#- 3、8#、9#、10#、11#、12#- 1、12#- 2、14#- 2、14#-3等,地层总厚217米,煤层总厚度19.16米,含煤系数8.9%,煤层多、层间距小,分叉合并现象较普遍,主要开采煤层有2、3、4、11、142、143,其余为不采煤层。 煤层顶底板岩性情况煤层顶底板岩性主要以砂岩、砾砂岩、炭质泥岩,灰岩等组成。 2.1. 3、矿井开拓开采情况矿井采用主斜井(副立井)水平大巷盘区式开拓方式,矿井为单水平开拓,现开采侏罗纪14-2#层、14-3#层煤层。 盘区为近距离煤层联合布置,采煤方式是走向长壁式。 xx年矿井产量计划156万吨,总进尺10000米,生产盘区2个14-3#层301盘区,14-3#层303盘区,全矿有综采一队、综采三队、综采预备队三个综采队;机 一、机 三、机四三个综掘队;机 二、工 二、工 三、队四个普掘队。 井田内构造情况井田内共发现断层78条,落差大于5米的有12条,最大落差17。 5米,落差2-5米的断层有36条,1-2米的共有30条,褶被构造主要分布在矿井中,西部地区,由3个背斜和2个向斜组成,岩浆岩主要发育有辉绿岩和煌斑岩,辉绿岩发育在井田的西部边缘,出露于地表自下而上穿插于云岗组地层中,岩墙宽2-3米,延伸长约有4公里,该岩墙两侧煤层有烘烤现象,但对煤层开采影响不大,煌斑岩发育井田中部偏东只侵入侏罗系永定庄级底部,对大同组煤层无影响,发育在本井田内陷落柱目前发现6个,它们大小不等,都是圆形椭圆形,对工作面开采有一定的影响。 井田内的水文情况本井田处于十里河与口泉河的分水岭地带,分水岭位于 42304、 42291、 41293、41251钻孔一线,南部银塘沟、三井沟、珍珠沟、东窑沟、胡家湾沟之水汇入口泉河支沟水流入十里河,各沟常年干涸,仅在雨季时洪水流迳,为季节性沟谷。 口泉河横贯本井田中南部,发源于尖口山,流入大同平原后汇入桑干河,口泉河五十年一遇最大洪水流量为400m3/s,百年一遇最大洪水流量为800m3/s,河水在本矿范围内,流量一般为0.250.28m3/s,暴雨后最大流量为600m3/s(1988.7.12)。 该河过去有泉水补给,随着沿途各矿煤层的开采,现泉水都已干涸,除雨季外,主要靠各矿排出的废水补给,口泉河在本矿区段坡度在3左右,泄洪条件好,在主副井相对位置最高洪水位在1282米。 由于多年开采特别是近年大采高开采形成的采空区不断塌落,在区域内已经形成或将不断形成地表裂隙,这些裂隙将是地表面水进入井下的良好通道,而本区域内无地表水体,山沟发育泄洪条件好。 矿井所采煤系地层及上覆地层中无明显的富含水层,矿井涌水主要采空区积水(地表面水补给)及工业生产废水。 因此,矿井地质及水文地质条件简单。 2.1. 4、矿井工业储量、可采储量xx年底井田的矿井工业储量为5628万吨,全矿井可采储量为2325万吨。 2.1. 5、矿井核定通风能力和生产能力矿井xx年度核定的最大通风能力为117.83万吨/年;生产能力75万吨/年。 2.1. 6、矿井瓦斯等级、煤层自燃倾向性四老沟矿历年瓦斯等级鉴定结果均为瓦斯矿井,无高瓦斯盘区,xx年鉴定结果矿井瓦斯相对涌出量为0.49立方米/吨;绝对涌出量为0.14立方米/分钟。 正常通风的情况下,日常检查中瓦斯浓度为0。 矿井各煤层均有煤尘爆炸性;煤层自燃倾向性等级为I级,自燃倾向性为容易自燃。 2.1. 7、矿井通风情况矿井通风方式采用单风井进风,多风井回风的中央混合式,通风方法为压入式通风。 矿井计划风量为10648m3/min矿井总回风量为111967m3/min,矿井总有效风量为10612m3/min,有效风量率为85.07%。 矿井总阻力为1176pa;等级孔为7.02m2矿井主扇风机有4台,安装在南羊路地面,2台并联运行,2台备用。 风机型号为70B2-21NO28,2台,叶片角度分别为37.5度、40度;2K58-NO30,2台,叶片角度均为27.5度。 电机功率均为1000KW。 2.1. 8、矿井防尘情况矿井建有完善的防尘消防供水系统,南羊路工业广场建有2个200M3静压水池,静压水通过南羊路排矸立井的主供水管路进入1070水平大巷,经1070水平大巷和盘区材料斜井进入各盘区用水点,矸石山地面建有一个200M3静压水池,静压水通过主斜井供水管路进入1070水平大巷,经1070大巷和盘区材料斜井进入各盘区用水点,矿井各类巷道均按规定要求安设防尘设施,共有防尘管50150米,其中干管41900米,支管子8250米,点洒水49处,净化水幕52道,隔爆设施21组。 2.1. 9、矿井监测系统情况矿井监测系统从92年安装投入使用,经两次升级,现使用北京康斯培克公司森透里昂800系统。 本系统由地面中心站与井下监测监控设备组成,地面中心站由一台主机,一台备机,一台服务器16台图形终端组成,主要完成对井下有害气体及生产情况的监测任务,现井下各种探头数量为90多台,其中瓦斯传感器32台,型号为2140Kp;局扇开停传感器20台,型号为KGP-E;一氧化碳传感器10台,型号为2030KP;皮带机开停23台,型号为KGT9-E;井下扩展器12台,型号为P5000;其它各种探头5多台,各采掘工作面全部实现“瓦电、故障闭锁。 主干线电缆长度43300米,这些设备现运行正常。 2.1. 10、矿井开拓及盘区运输情况矿井采用主斜井(副立井)一水平大巷盘区式开拓方式。 水平大巷内布置两条运输大巷。 各生产盘区出煤经西1070皮带巷、1070皮带巷、主井煤仓、主斜井到地面。 辅助运输由副立井、将人员、材料设备下放到副立井井底车场,经1070轨道巷西1070轨道巷到各生产盘区。 2.1. 11、矿井井筒情况矿井共有6个井筒,工业广场有主斜井、副立井两个井筒,南羊路工业广场内有南羊路进风立井,南羊路排矸立井,南羊路材料斜井3个井筒,在井田西部有1个辛庄回风斜井。 矿井采用上下山盘区布置,上山开采盘区有301盘区,303盘区;下山盘区有402盘区。 2.1. 12、矿井运输提升情况矿井主斜井装备一部强力皮带运输机,型号为SJJC1200/3450,长1086米;井下运输西1070皮带巷,装备一部强力皮带机,型号为SJJC1200/4x250长3358米,装备一部强力皮带机,型号为STJ1200/2250,长1528米。 矿井有提升机3台,工业广场到副立井装备多绳磨擦提升机1台,型号为JKD2.86,功率1000KW,提升高度227米,钢丝绳最大静张力差14吨,提升能力336万吨/年,负责全矿人员材料设备的运送;南羊路工业广场装备两台,一台型号为2JK-3.25/20功率800KW,负责立井排矸提升;另一台型号为JK3/30E,功率630KW,负责斜井材料设备提升。 2.1. 13、井下供电系统情况井下供电由地面35KV、和地面110KV两个变电站供给。 由地面35KV变电站输出四趟6KV电源,线路编号分别为 1552、 1562、 1553、1563。 其中 1552、1562为双回路单母线分段,负责经南羊路坑底变电所向14#层301盘区、14#层402盘区及南羊路坑底主排水泵供电。 1553、1563为双回路单母线分段,负责经西1070变电所,第二中央变电所向14#层404盘区、14#层404东翼盘区、14#层303盘区供电。 由地面110KV变电站输出两趟6KV电源,线路编号分别为 4910、4927。 其中 4910、4927为双回路单母线分段,负责向主井、选煤楼、副立井1000车、副立井变电所、1070变电所及副立井坑底主排水泵供电。 井下共有变电所12个、临时配电点6个。 供电系统主要设备情况使用矿用高压隔爆配电箱BGP系列90台,全部为真空开关。 变压器使用49台,其中干变30台,移变19台。 高压电缆YJV系列22200m。 供电系统合理。 2.1. 14、矿井排水情况矿井平均水量为4350M3/日,水仓蓄水能力南羊路排矸立井井底水仓容积200立方米,安装型号为200D658水泵3台,工业广场副立井底水仓容积为2000立方米,安装200D437水泵2台,矿井排水能力20小时能够排出24小时涌水量,符合要求。 2.2危险源与风险分析2.2.1通风系统隐患分析目前井下各盘区均为三巷布置,其中一条为专用回风巷,所有采掘工作面和峒室均为分区独立通风系统。 危险源分析a、在采煤工作面搬家期间,改变通风系统时会对工作面乃至整个盘区的风量有所影响。 b、巷道贯通对通风系统可能造成影响。 C、1070水平大巷自动风门损坏,造成全矿各生产盘区采掘工作面风量减小d、南羊路排矸立井坑底压力平衡风门损坏,造成全矿各生产盘区采掘工作面风量减小 2、通风设施危险a、采掘工作面及搬家工作面在进出物料时存在两道风门同时打开的问题,造成风流短路等隐患。 b、风桥附近放炮存在损坏风桥,造成风桥漏风、风流短路等隐患。 3、局部通风危险a、风筒质量差,漏风大,会造成工作面风量不足。 b、队组进出设备和物料损坏风筒。 c、风机自动切换装置出现故障,备用风机不能实现自动切换。 2.2.2瓦斯隐患分析根据xx年度矿井瓦斯鉴定结果,我矿为瓦斯矿井。 矿井瓦斯绝对涌出量为0.49m3/min,矿井相对涌出量为0.14m3/t。 危险源分析我矿具体存在的瓦斯隐患如下 1、本矿井的各盘区的瓦斯涌出量虽然均较低,但仍然有发生事故的可能,主要是于本层煤体释放。 2、采掘工作面及其它地点因漏顶产生的高冒区容易积聚瓦斯。 3、断层群及断层带处容易积聚瓦斯。 4、回采工作面两道风门同时长久打开,工作面可能造成瓦斯积聚而超限; 5、掘进工作面局扇长时间停运转造成工作面及巷内瓦斯积聚而超限; 6、因通风系统不合理而产生的微风区、无风区可能造成瓦斯超限。 2.2.3防灭火隐患分析(一)、矿井内因火灾危险性分析 (1)、我矿煤层具有自燃倾向性,自燃发火期为6个月; (2)、从xx年下半年,我矿 301、303盘区全面转入14-3#层开采,由于14-2#层与14-3#层层间距平均为23米,最薄处不足2米,所以在开采14-3#层时,采空区与14-2#层采空区塌通,向14-2#层采空区漏风而极易发生浮煤自燃; (3)、全矿各盘区专回巷虽然经过几年的清理,但仍有部分区段又有新产生的浮煤,也可能产生自燃现象; (4)、各盘区巷道之间的联络横硐的浮煤极有可能发生自燃;(二)、矿井外因火灾危险性分析 (1)、工作面使用的机气设备(电缆、开关)、油脂、棉纱及木支护、浮煤等,可能因外因而发生火灾; (2)、掘进(特别机掘)工作面机气设备(电缆、开关)、油脂、棉纱、浮煤等,可能因外因而发生火灾; (3)、井下大巷、斜井及盘区机电硐室内的电器设备(电缆、开关),油脂、棉纱等,可能因外因而发生火灾; (4)、井下大巷及盘区巷道内的机气设备(电缆、开关)、油脂、棉纱及木支护、横硐浮煤等,可能因外因而发生火灾; (5)、烟火被带入井下引燃可燃物而发生火灾; (6)、检修机电设备时,没有执行严格的停送电制度,带电作业而引发火灾; (7)、在井下进行电、气焊作业引发火灾; (8)、胶带输送机打滑、跑偏摩擦产生火灾等。 2.2.4防治粉尘隐患分析我矿的煤尘具有爆炸危险性。 依据山西省煤炭工业厅综合测试中心提供的煤尘爆炸特性参量检验报告,煤尘爆炸定性分析和煤尘爆炸特性参量如下项目计量单位侏罗系11#侏罗系14-2#侏罗系14-3#煤尘爆炸定性分析火焰长度mm1207035抑制煤尘爆炸最低岩粉用量%804075鉴定结论有爆炸性有爆炸性有爆炸性煤尘爆炸特性参量煤层云最大爆炸压力MPa0.54检验报告没有给出0.56最大压力上升速率Mpa/s30.44检验报告没有给出32.13煤尘云爆炸下限浓度g/m340检验报告没有给出50煤尘云最低着火温度740检验报告没有给出810煤尘层最低着火温度240检验报告没有给出260具体分析根据煤尘爆炸的特点,煤尘易沉积及浮游煤尘易超标的地点最容易发生爆炸,而煤尘易沉积及浮游煤尘超标的主要原因有:无降尘措施或措施发挥不到位,风速过大;未进行煤层注水降尘,沉积煤尘清理不及时,采掘机械喷雾降尘装置不发挥作用;干式打眼,放炮未填水炮泥或水炮泥长度不够;回风、运输巷雾化不好,各点喷雾洒水装置发挥作用不到位。 以下为容易积聚煤尘的地点各综采工作面点及头、尾两巷50米范围内容易产生积尘。 机掘、普掘工作面及点50米范围内容易产生积尘14-3#层301盘区集中皮带头、皮带尾。 14-2# 303、 301、404盘区回风巷及盘区皮带头,皮带尾。 1070皮带巷。 14-2#303盘区南、北翼皮带巷。 2.2.5顶板隐患分析掘进顶板危险源分析巷道在应力集中区;顶板岩层破碎,底板岩层遇水膨胀;穿越地质构造区域;煤柱被破坏;采区煤柱设计不合理或未保护好;支护强度不够;采煤工作面或巷道施工工艺不合理。 1、巷道开口交叉点空间范围大容易发生漏顶事故。 2、掘进进入上覆采空区或采空区煤柱,压力集中岩层破碎容易发生漏顶事故。 3、掘进遇到断层等地质构造容易发生漏顶事故。 4、煤层层间距小,伪顶极易夸落容易发生漏顶事故。 5、现掘进巷道顶板情况(一)、掘进巷道顶板危险分析 (1)、14-3层303盘区14-3#层303盘区概况盘区工作面为单翼布置,可采储量439.1万吨,煤层厚度平均2.76米,煤层倾角13,近水平煤层,煤层结构稳定,结构简单。 盘区中部发育一宽缓的背斜构造,东部、北部发育一小的向斜构造,盘区的东南部发育一火成岩墙,走向北东,宽25米。 盘区设计为单翼开采,共布置9个工作面,工作面长度为121150米,工作面走向长度1000米左右。 现正掘进14-3层2301,5301巷道。 直接顶深灰色砂质泥岩及灰色细砂岩,厚度2.43米,成分以石英为主,次长石、云母、暗色矿物致密,有节理发育。 老顶灰白色中砂岩及深灰色砂质泥岩,厚度19.2米,成分以石英为主、含白云母分选性差。 直接底:深灰色砂质泥岩,厚度3.48米,中夹薄层细砂岩。 顶板岩层稳定情况1)该盘区工作面属近距离煤层开采,掘进过程中,直接顶易塌落,影响巷道顶板支护效果难于管理。 2)直接顶由于细砂岩互层并具水平层理,在采动影响下易离层造成支护失效,难于管理。 3)老顶由中细砂岩覆存稳定不易塌落。 4)本层上覆为14-2#层,与本层间距为0.813.26米,由盘区巷向里层间距逐渐增厚。 (2)、14-3层301盘区14-3层301盘区概况本盘区正在进行143煤层为近距离煤层开采,盘区走向长20932067米,倾向长19891884米,盘区沿走向布置,双翼开采。 可采储量721.5万吨。 煤层厚度平均2.07米,煤层倾角24,煤层赋存大部较稳定,煤层较厚,向东逐渐变薄不可采。 盘区共布置工作面20个,工作面长度为70141米,工作面走向长度900-1000米左右。 盘区有断层五条F1断层,走向340度,倾角6185度,落差0.754米,位于盘区东南部。 F2断层,走向320度,倾角75度,落差7.317.5米。 F3断层,走向60度,倾角6180度,落差1.882.5米。 F4断层,走向60度,倾角6780度,落差0.121.95米。 F5断层,走向60度,倾角82度,落差1.63.15米。 陷落柱二个,其长轴分别为 126、96米,短轴78米、78米现正掘进14-3层 5108、2106巷道。 直接顶灰黑色细砂岩及灰黑色粉砂岩,厚度1.79米,成份以石英为主,次长石、云母,水平层里发育,含有fes,球状结核。 老顶灰白色中砂岩,成份以石英为主,次长石、云母及暗色矿物水平层里发育,含煤条。 直接底灰黑色粉砂岩及细砂岩,鲕状结构、性脆、块状、致密。 顶板岩层稳定情况1)掘进过程伪顶局部可留,但易塌落,影响巷道顶板支护效果难于管理。 2)直接顶水平层理较稳定,但在采动影响下易离层造成支护失效,难于管理。 3)老顶覆存稳定不易塌落。 4)该盘区工作面属近距离煤层开采,掘进过程中,直接顶易塌落,影响巷道顶板支护效果难于管理。 综上所述 1、特殊地段14-3# 301、303盘区工作面在回采时属近距离开采,顶板不易维护。 2、可能发生巷道顶板事故的严重程度在我矿各煤层顶板,由于其直接顶、老顶在局部范围内水平层理发育,斜节理发育,中夹煤层,在掘进过程中,由于层理、节理发育和中夹煤线,在掘进未支护时就已离层,给支护造成很大困难,同时顶板事故的隐患已存在具体分布情况在各盘区都存在,但较为严重的是301盘区,主要由于陷落柱、断层影响造成附近岩层极不稳定,同时给支护带来很大困难。 3、不利因素1)由于构造影响造成顶板在支护之前大面积离层,在14-2层上部岩层,由于有14- 1、12-2两层煤层分离了顶板的完整性。 覆存位置不稳定,有时采用锚杆、锚索支护,可能锚在这两层煤线上,造成支护失效,顶板难于管理。 2)伪顶较为破碎,掘进时造成支护失效,一旦发生顶板事故,存在大面积支护失效。 3)掘进较深,发生顶板事故时,救援支护和材料运输困难。 4)职工的心理素质也是应急救援的一大主要因素,员工抗突变心理素质较差时,可能出现消极怠工,使事故无法得到及时处理。 4、巷道顶板事故的特性局部冒顶和大面积垮塌局部冒顶事故由于支护质量或支护不到位造成小面积顶板的垮塌,可以及时控制并且处理时时间较短,对整条巷道没有较大的影响,重新补齐支护并分析后改变支护方式,增加支护材料,大面积垮塌事故在掘进过程,围岩断裂破坏范围不清造成大面积支护失效,顶板严重大面积垮塌,可能造成整条巷道支护报废无法使用,组织大量救援人员,增加支护强度扩大支护范围,加长支护深度;且准备架设工字钢棚刹顶材料。 5、巷道顶板事故的严重程度及分布情况14#层煤层赋存较复杂,煤层合并分岔频繁,属复合层顶板,尤为断层及上履煤柱较多,故压力较大,围岩稳定性差,且发生顶板事故时,预警力小,先兆不明显,跨落幅度大,极易造成大的顶板事故。 6、影响巷道顶板事故应急救援的不利因素。 a、生产战线长,点多面广。 由于多年开采,各条巷道走向都比较长,且地质条件复杂,生产队组较多且分布较广,一旦发生事故会严重制约应急救援方案的迅速执行。 b、救援设备落后,缺少先进高效的营救设施。 发生顶板事故后,目前基本靠人搬手刨、锹铲筐背进行现场处理,不仅费力费时,救援缓慢,而且可能引发二次事故。 (二)回采顶板危险源分析 1、回采时遇到陷落柱、断层,上覆有采空区煤柱以及顶板岩石疏松破碎等情况时容易发生漏顶事故。 2、回采时随着工作面的不断推进,工作面出现初次来压和周期来压时容易发生漏顶事故。 3、综采工作面顶板情况我矿现采的工作面为14-3#层301盘区8110工作面、14-3层303盘区8305工作面。 14-3#层303盘区8305工作面。 走向长度1000.5米,可采长度960米,工作面长度121米,平均煤厚2.68米,煤层倾角15。 14-3#层301盘区8110工作面。 走向长度814米,可采长度780米,工作面长度103米,平均煤厚1.3米,煤层倾角14。 11、工作面顶板情况14-3#层303盘区8305工作面。 走向长度1000米,可采长度960米,工作面长度121米,平均煤厚2.6米,煤层倾角16。 本工作面上覆11#与本层间距平均为15米。 2.可能出现的事故隐患及防范措施 1、回采时遇到陷落柱、断层、上覆有煤柱以及顶板岩石疏松破碎等情况及防范措施。 (1)保证采煤工作面的支护质量,提高支架初撑力顶板管理专项措施,并且在生产中严格贯彻执行。 (2)搞好地质调查工作对工作面推进地带的地质构造调查清楚,提前采取预防措施。 (3)坚持正规循环作业,加快工作进度,减少工作面顶板悬露时间。 (4)及时处理采空区悬板,当采空区悬板超过一定面积时,要采取人工强制放顶措施。 (5)强化液压支架和端头超前支护措施,保证支架完好,无漏液现象,前梁无背矸,接顶严实,用液压单体支柱加大超前工作面维护距离。 (6)每架液压支架前后柱安装矿压仪表,便于操作工将初撑力达到标准要求。 (7)乳化液泵站和液压系统完好,没有跑、冒、滴、漏现象,泵站压力不小于规定值,乳化液浓度达到规定值。 (8)上覆有采空区煤柱时,通过科学合理设计,精确计算在工作面或巷道顶板越层打眼,将上覆采空区煤柱爆破释放压力,但要注意装药量和炮眼角度,避免引起上覆采空区瓦斯爆炸. 2、回采时要加强回采工作面初次放顶、周期来压和采面收尾期间的顶板管理工作 (1)工作面采用自然垮落与人工强制放顶相结合的方法处理采空区顶板。 (2)当工作面推进20米,顶板仍未垮落时,必须进行人工强制放顶。 (3)初次放顶后古塘悬板面积达510m2时,采取人工强制放顶。 (4)当工作面推至周期来压前5米时,要加强工作面顶板管理。 将支架升紧、升牢,接顶严密达到额定初撑力并且保证支架全部处于完好状态。 同时工作面工程质量要符合标准,要保证端头和超前支护的数量和质量。 (5)推广新技术,掌握老顶初次来压的距离,采取相应措施,所有支架要超前支护,接顶严实,达到额定初撑力。 (6)停采前必须对工作面及支架进行详细的检查,要求工作面停在顶板完整、压力小、避开周期来压的地方。 (7)停采前要加强超前支护管理,保质保量支设端头支护。 (8)工作面停采位置要尽量避开上覆工作面停采线、煤柱、以及断层陷落柱等,不利于顶板稳定的地质构造。 3、现采工作面顶板的预防措施14-3#层303盘区8305工作面顶板事故的预防措施1)14-3#层303盘区8305工作面使用的ZZS6000型支撑掩护式液压支架,开采中要加强对支架的维护、保养工作,确保支架完好,无跑、漏、冒、滴现象。 2)工作面采用自然垮落法结合人工强制放顶来管理采空区顶板。 3)工作面初采时,切眼采用锚索、锚栓联合支护,锚栓共布置6排,间距1.0米,排距1.0米;锚索共布置4排,间距2.0米,排距1.5米。 4)工作面撤退时,工作面采用锚索和金属网共同维护采场顶板。 共铺12茬金属网,打4排锚索,锚索间距1.5米,排距2.0米,呈三花布置。 5)工作面采用综采矿压连续记录仪自动记录矿压实时数据并每周采集数据电脑出表。 同时结合人工观测顶板压力的变化情况,并在每架液压支架上安设1块双针压力表,记录支架载荷的变化。 全工作面划分成三个测区,设5条测线。 测区编号工作面从头至尾为 1、 2、 3、三个测区;其中, 1、3测区各布置1条测线,2测区各布置3条测线。 两顺槽巷单体柱的支护阻力由人工用阻力观测仪进行观测,每班观测二次,间隙4小时。 每天将采集数据,用计算机分析;其它所观测的资料数据人工分析,将分析的结果每天报有关领导及单位。 14-33层层3303盘区83011工作面灾变时避灾路线正常通风时工作面进风巷303盘区皮带巷、轨道巷303暗斜井303石门西1070大巷、1070大巷主斜井、副立井、南羊路材料斜井地面返风时工作面回风巷回风绕道303盘区回风巷14-2层303集中回风巷14#层404盘区专用回风巷辛庄回风斜井地面发生顶板事故的紧急处理及注意事项 1、综采顶板事故的紧急处理及安全注意事项矿值班及相关科队人员对顶板冒落危险的处理有绝对处置权,必要时可停止生产,调集必要的人力、物力进行处理,可以先处理后汇报,相关人员须无条件配合。 (1)应急人员安全.确定应急队伍或应急人员进入和离开事故现场的程序;.根据事故的性质,确定个体防护等级,合理配备个人防护设备,此外,在收集到事故现场更多的信息后,应重新评估所需的个体防护设备,以确保正确选配和使用个体防护设备;.对应急人员有关保证自身安全的培训措施,包括各种情况下的自救和互救措施,正确使用个体防护设备等。 (2)防止顶板事故扩大的应急处理措施必须采取有效手段全力控制冒顶区域两侧巷道,使其冒顶波及长度不再扩大。 (3)在冒顶外围支护稳定的情况下,分不同情况采取如下办法.当冒落顶部稳定的情况下,采取打木垛接顶的方式。 .当冒落区域围岩破碎、冒落较高的情况下直接向冒落区打排杆,实施撞楔法,隔断顶部冒落体。 .当冒落区域破碎,在比较技术、经济、安全因素后,可考虑也改道。 (4)尽快组织恢复通风网路,尽最大可能保持冒顶的同时,要充分预见冒顶区给通风工作造成影响,采取相应的应急方案。 (5)发生顶板事故的紧急避灾和安全注意事项.迅速撤退到安全地点当发现冒顶征兆,而当时又难以采取措施防止顶板冒落时,要迅速离开危险区,撤退到安全地点。 .遇险时要靠煤帮贴身站立或到木垛处避灾当发生冒顶事故来不及撤退到安全地点时,靠煤帮贴身站立避灾,但要注意煤帮片帮伤人;如靠近木垛时也可撤字至木垛处避灾。 .遇险后立即发出呼救信号冒顶主要对人员的伤害是砸伤、掩埋综采一般没有被隔堵人员。 遇险人员如被掩埋,在条件允许的情况下应立即采用呼叫、敲打(不要敲打对自己有威胁的支架、物料和岩快)等方法,发出有规律、不间断的呼救信号,以便营救人员了解灾情,组织力量进行抢救。 .遇险人员要积极开展自救和互救事故发生后,遇险人员要听从班组长和有经验的老工人的指挥,在保证安全的前提下,积极开展自救和互救。 被煤矸、物料等埋压的人员,不要惊慌失措,在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的办法脱险,以免造成事故的扩大。 未受伤和轻伤人员,要采取切实可行的措施设法营救被掩埋的人员,并尽可能脱离险区或转移到安全地点等待救援。 冒顶后矿工互救时,应暂停向冒落区附近的机电设备供电,以防止抢救人员触电。 营救被埋压矿工时,营救矿工要首先检查和维护好冒落点极其附近的安全,以保障营救人员在救灾时的安全,并有畅通、安全的退路。 冒落范围不大时,如果遇险人员被大矸石压住,可用液压千斤顶等工具把大块岩石支起,再将遇险人员救出,切忌生拉硬拽。 如果顶板沿煤壁冒落,矸石块度比较破碎,遇险人员又靠近煤壁位置时,可沿煤壁由冒落区从外向里掏小洞,架设梯形棚子(靠冒落区的一帮必须用木板背好,防止漏矸石),边支护边掏洞,直到把遇险人员救出。 如遇险人员位置靠近放顶区,可沿放顶区由外向里掏小洞,架设梯形棚子,木板背帮背顶;或用撞楔法,在撞楔保护下边支护边掏洞,把遇险人员救出。 如果工作面上下出口同时冒落,或工作面中部冒落范围很大,把人堵在中间,采用掏小洞和撞楔法处理时间长、不安全时,可采用沿煤层重开切眼的方法处理和救人。 2、掘进顶板事故的紧急处理及安全注意事项矿值班及相关科队人员对顶板冒落危险的处理有绝对处置权,必要时可停止生产,调集必要的人力、物力进行处理,可以先处理后汇报,相关人员须无条件配合。 (1)应急人员安全.确定应急队伍或应急人员进入和离开事故现场的程序;.根据事故的性质,确定个体防护等级,合理配备个人防护设备,此外,在收集到事故现场更多的信息后,应重新评估所需的个体防护设备,以确保正确选配和使用个体防护设备;.对应急人员有关保证自身安全的培训措施,包括各种情况下的自救和互救措施,正确使用个体防护设备等。 (2)防止顶板事故扩大的应急处理措施必须采取有效手段全力控制冒顶区域两侧巷道,使其冒顶波及长度不再扩大。 (3)在冒顶外围支护稳定的情况下,分不同情况采取如下办法.当冒落顶部稳定的情况下,采取打木垛接顶的方式。 .当冒落区域围岩破碎、冒落较高的情况下直接向冒落区打排杆,实施撞楔法,隔断顶部冒落体。 .当冒落区域破碎,在比较技术、经济、安全因素后,也可考虑改道。 (4)尽快组织恢复通风网路,尽最大可能保持冒顶的同时,要充分预见冒顶区给通风工作造成影响,采取相应的应急方案。 3、发生顶板事故的紧急避灾和安全注意事项 (1)迅速撤退到安全地点当发现冒顶征兆,而当时又难以采取措施防止顶板冒落时,要迅速离开危险区,撤退到安全地点。 (2)遇险时要靠煤帮贴身站立或到木垛处避灾当发生冒顶事故来不及撤退到安全地点时,靠煤帮贴身站立避灾,但要注意煤帮片帮伤人;如靠近木垛时也可撤至木垛处避灾。 (3)遇险后立即发出呼救信号冒顶主要对人员的伤害是砸伤、掩埋综采一般没有被隔堵人员。 冒落基本稳定后,如被困地点有电话汇报情况。 否则遇险人员应立即采用呼叫、敲打(不要敲打对自己有威胁的支架、物料和岩快)等方法,发出有规律、不间断的呼救信号,以便营救人员了解灾情,组织力量进行抢救。 4、遇险人员要积极开展自救和互救事故发生后,遇险人员要听从班组长和有经验的老工人的指挥,在保证安全的前提下,积极开展自救和互救。 被煤矸、物料等埋压的人员,不要惊慌失措,在条件不允许时切忌采用猛烈挣扎的办法脱险,以免造成事故的扩大。 未受伤和轻伤人员,要采取切实可行的措施设法营救被掩埋的人员,并尽可能脱离险区或转移到安全地点等待救援。 冒顶后矿工互救时,应暂停向冒落区附近的机电设备供电,以防止抢救人员触电。 营救被埋压矿工时,营救矿工要首先检查和维护好冒落点极其附近的安全,以保障营救人员在救灾时的安全,并有畅通、安全的退路。 冒落范围不大时,如果遇险人员被大矸石压住,可用液压千斤顶等工具把大块岩石支起,再将遇险人员救出,切忌生拉硬拽。 如果顶板沿煤壁冒落,矸石块度比较破碎,遇险人员又靠近煤壁位置时,可沿煤壁由冒落区从外向里掏小洞,架设梯形棚子(靠冒落区的一帮必须用木板背好,防止漏矸石),边支护边掏洞,直到把遇险人员救出。 如遇险人员位置靠近放顶区,可沿放顶区由外向里掏小洞,架设梯形棚子,木板背帮背顶;或用撞楔法,在撞楔保护下边支护边掏洞,把遇险人员救出。 如果工作面上下出口同时冒落,或工作面中部冒落范围很大,把人堵在中间,采用掏小洞和撞楔法处理时间长、不安全时,可采用沿煤层重开切眼的方法处理和救人。 5、被隔堵人员要积极配合外部的营救工作 (1)遇险人员要正视已发生的灾害,切忌惊惶失措,坚信领导和同志们一定会积极进行抢救。 应迅速组织起来,听从灾区中班组长和有经验的老工人指挥,

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