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煤矿职工培训教案汇编

 

云南东源煤电羊场口煤业有限公司一号井

2012年开工前采煤队培训教案

 

培训教师:

 

第一章煤矿安全知识

第一节煤矿安全生产方针与有关法规

1-1煤矿生产必须坚持“安全第一、预防为主”的方针。

应从以下三个方面来认识:

1、从我们国家性质和和社会制度方面来认识。

我国是社会主义制度,劳动人民是国家的主人。

社会主义就是要消灭剥削、压迫、贫穷和落后,要人民安居业、生活幸福,而这一切的基础则是劳动者的生命安全和身体健康,因此《煤炭法》第八条规定,各级人民政府及其有关部门和煤炭企业必须加强劳动保护,保障煤矿职工的安全和健康。

又规定,国家对煤矿井下作业职工采取特殊保护措施。

国家的重视,充分说明人是最宝贵的。

所以煤矿生产必须把确保劳动者的生命安全和健康作为第一位的工作来抓,“安全第一、预防为主”的方针就是煤矿建设的指导思想和行动准则。

2、从煤矿生产条件复杂性和特点来认识。

煤矿开采受地质条件约束,工作场所狭窄,阴暗潮湿,且不断移动,经常受顶板、水、火、瓦斯、煤尘五在灾害的危胁。

为了保证矿井的持续生产,需要不断开拓新水平、新采区和新工作面,还要对旧采空区、旧巷进行处理,就更增加了安全管理的复杂性。

为了保证矿工和矿井的安全,使矿井免受各种自然灾害的危胁,必须制定安全第一的生产方针。

3、从多年来国内煤矿建设的实践来认识。

建国以来,全国煤矿贯彻执行了党和国家提出的安全生产方针,对改善煤矿生产条件,加强安全监督,减少工伤事故,提高劳动生产率起到了很大作用。

历史经验充分证明,只有坚持安全第一的方针,生产才会发展,安全才有保证。

综上所述,煤矿生产无论怎么说必须坚持“安全第一、预防为主”方针,否则就是犯罪。

我们煤矿职工也都应当从这个角度来认识和理解:

煤矿生产必须坚持“安全第一、预防为主”的方针。

1-2《煤矿安全规程》是煤矿安全生产的根本法规。

《煤矿安全规程》是煤炭工业贯彻执行党和国家的安全生产方针的具体要求,是煤矿安全生产的法规,是保证煤矿职工安全和健康,保护国家资源和财产不受损失,促进煤炭工业现代化建设必须遵循的准则,也是贯彻执行“安全第一、预防为主”方针的具体体现。

所以说《煤矿安全规程》就是煤矿安全生产的根本法规。

1-3一般说“三大规程”应包括以下几个部分:

“三大规程”是指《煤矿安全规程》、《采掘技术作业规程》、《技术操作规程》。

《煤矿安全规程》是煤矿安全生产的根本法规,《采掘技术作业规程》和《技术操作规程》是煤矿生产现场贯彻执行《煤矿安全规程》的两个技术文件。

《采掘技术作业规程》是采掘工作面进行施工、科学组织生产、确保作业安全的重要依据,是《煤矿安全规程》在工作面作业的具体体现,是现场作业必须遵循的法规。

作业规程管理规定要求:

凡是要进行生产、施工的采掘工作面,必须编制每个工作面(停采停掘时间较长)都必须重新编制新的技术作业规程,决不允许用旧的作业规程来代替。

技术操作规程是煤矿工人学习基本操作技术和提高技术操作水平的基础技术文件,是在工种的操作中贯彻、执行《煤矿安全规程》的规定和要求。

技术操作规程既能反映煤炭工业科技发展的水平,也能反映矿工队伍技术素质水平。

它可以是一个井、一个矿、一个局或一个地区甚至全国统一的规程。

它不象作业规程那样按工作面来编制。

技术操作规程的内容也是随着煤矿科技水平的提高而修改充实。

这种修改是阶段性的,是不定期的。

1-4贯彻执行“三大规程”的基本方法

制定安全技术措施要根据三大规程中的有关条文来写;每项工程开工前,要组织施工队的工人来学习,学习后每个参加学习的工人要签字盖章;新工人下井前要学习三大规程;出了事故要依据三大规程的有关条文追查。

1-5煤矿生产其它方面法律法规

1、《矿山安全法》:

于1992年11月7日由第七届全国人大常委会第28次会议通过,1993年5月1日起施行。

共8章50条。

2、《煤炭法》:

于1996年8月29日由第八届全国人大常委会第21次会议通过,1996年12月1日起施行。

共8章81条。

3、《煤矿安全监察条例》:

于2000年11月7日以国务院第296号命令颁布次会议通过,2000年12月1日起施行。

分5章50条。

4、《安全生产法》:

于2002年6月29日由第九届全国人大常委会第28次会议通过,2002年11月1日起施行。

共7章97条。

5、《煤矿安全规程》:

于2001年9月28日由国家煤矿安全监察局发布,2001年11月1日起施行。

共4编751条。

6、《煤矿安全生产违法行为行政处罚办法》:

自2003年7月1日起施行。

共6章78条。

7、《安全生产许可证条例》:

自2004年1月7日由国务院第34次常务会议通过,2004年1月13日起施行。

共24条。

复习题:

“三大规程”及安全生产方针的主要内容。

第二节矿井通风安全知识

1-5矿井通风的任务及主要通风方式。

矿井通风的任务是:

(1)、供给井下工作人员足够的新鲜空气,满足人员呼吸;

(2)、稀释并排除井下各种有害气体和粉尘;达到《煤矿安全规程》规定的允许浓度;

(3)、调节井下温度和湿度,造成合适的气候条件。

井下通风必须采用机械通风。

非机械通风(如自然风)虽然有时能通风一时,但不能保持经常、稳定供风,而且风量大小无法调节、控制,满足不了矿井通风的需要。

因此,《煤矿安全规程》规定:

每一矿井都必须采用机械通风。

1-6几个概念:

主要通风机、局部通风机

主要通风机就是承担全矿井通风任务的通风机。

主要通风机的机械类型分为两大类:

离心式通风机和轴流式通风机。

矿井通风的方式多为抽出式,矿井形成全负压通风,有利于安全生产。

局部通风机是专为掘进巷道使用的通风机,它是防爆型轴流工通风机。

与主要通风机比较,局部通风机要小得多,体积小、重量轻,便于移动。

局部通风机的通风方式是借助于风筒把风吹向工作面,这叫压入式通风。

在个别情况下,也可以将局部通风机作抽出式排风(造成局部负压式通风),但要用钢性风筒。

1-7井下空气规定。

根据《煤矿安全规程》第106条规定:

(1)、采掘工作面风流中,按体积计算,氧气不得低于20%,二氧化碳不得超过0.5%;

(2)、有害气体最高允许浓度,应符合表1-1要求。

1-8矿井瓦斯等级的划分。

我国《煤矿安全规程》(1992年版)第140条规定:

一个矿井中,只要有一个煤(岩)层发现过瓦斯,该矿即为瓦斯矿井,并依照矿井瓦斯等级的工作制度进行管理。

矿井瓦斯等级是以涌出形式和相对瓦斯量来划分的。

矿井瓦斯等级是按照平均日产1吨煤涌出瓦斯量和瓦斯涌出形式划分为:

低瓦斯矿井:

10立方及其以下;

高瓦斯矿井:

10立方以上;

煤与瓦斯突出矿井。

1-9瓦斯的概念及危害:

瓦斯是指井下以甲烷(CH4)为主的有毒有害气体的总称。

有时单独指甲烷。

瓦斯爆炸的危害:

⑴、产生有毒有害气体;⑵、产生高温火焰;⑶、产生高压气体形成冲击波。

1-10井下风流中瓦斯浓度及CO2浓度的规定:

采区加风巷、采掘工作面回风巷回风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,都必须停止工作,撤出人员。

采掘工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止用电钻打眼;放炮地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到1%时严禁放炮。

采掘工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机或其开关地点附近20料以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源进行处理。

采掘工作面内,体积大于0.5m3的空间、局部积聚瓦斯浓度达到2%时,附近20米内,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。

因瓦斯超过规定界限而被切断电源的电气设备,都必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可复电开动机器。

使用瓦斯自动检测报警断电装置的掘进工作面,只准人工复电。

综合机械化采掘工作面,应在采煤的掘进机上安设机载式断电仪,当其附近瓦斯浓度达到1%时报警,达到1.5%时必须停止作业,切断采煤机和掘进机的电源。

采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,报矿总工程师批准,进行处理。

1-11瓦斯爆炸的条件:

⑴、瓦斯浓度在5%--16%。

9.5%时爆炸威力最强。

⑵、引爆火源温度为650℅—750℅以上。

⑶、空气中氧气浓度大于12%。

1-12掘进巷道通风方法及其适用条件。

掘进巷道最常用的是局部通风机通风。

其通风方式有压入式通风和混合式通风。

压入式通风适用于岩巷、煤巷、半煤岩巷掘进通风。

混合式通风是压入式和抽出式两通风方式相结合,岩巷掘进可采用混合式通风,煤巷和半煤岩巷采用混合式通风时,必须制定安全措施,报矿务局总工程师批准。

瓦斯时节出区域或煤与瓦斯突出煤层,不得采用混合式通风。

1-13煤与瓦斯突出的预兆:

⑴、地压显现方面预兆:

煤炮声、支架折断声、煤岩开裂、自行剥落、掉碴、底鼓、煤壁颤动、钻孔变形、跨孔、顶钻、夹钻等。

⑵、瓦斯涌出方面预兆:

瓦瓦斯涌出异常、瓦斯浓度异常、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温和气味异常、打钻喷孔、出现哨声、风声和蜂鸣声等。

⑶、煤层结构与构造方面的预兆:

煤层层理紊乱、煤体干燥、煤体松软或强度不均匀、煤的色泽暗淡、煤厚与倾角变化、挤压褶曲、波状隆起、断层等。

1-14、循环风及井下第人每分钟供风标准:

循环风是指进入局部通风机的风是由工作面排出的乏风,无新风流或有很少的新风流加入,基本上总是由这一部分风流往返流通,于是就形成循环风。

井下工作地点每人每分钟供风量不少于4m3。

复习题:

瓦斯爆炸的条件及危害。

第四节防治矿井火灾知识

1-17常用的灭火方法:

①、用水灭火;②、用砂子灭火;③、用化学灭火器灭火;④、用高倍数泡沫灭火;⑤、隔绝与联合灭火法灭火。

复习题:

常用的灭火方法有哪些?

第五节顶板管理知识

1-18巷道顶板事故类型分作三类:

①、无支护坠落(多为空顶事故);②、压跨型(顶板或围压力超过支架承受的能力损坏支架而导致顶部冒落);③、推跨型(多发生于倾斜巷道掘进过程中,顶板岩层沿层面方向的约束条件受到破坏,巷道上部岩层在自重作用下产生沿层面方向的下滑力,超出一定范围时,支架不能承受侧向力作用而被推跨);④、漏跨型(无支护巷道或支护失效,巷顶存在游状态岩块,受重力作用冒落)。

1-19预防掘进工作面冒顶事故的措施:

①、严格控制空顶距;②、严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业;③、采用前探梁金属支架等临时支护措施;④、根据顶板条件变化采取相应支护形式,并应保证地护质量;⑤、掘进工作面炮眼布置及装药量必须与岩石性质、支架及掘进工作面距离相适应,以防止因放炮而崩倒棚子。

1-20巷道顶板管理措施:

①、加强巷道掘进地段的地质调查工作,根据掌握的地质资料,及时制定具体施工方法与安全技术措施;②、破碎带中掘进巷道,应做到一次成巷,缩短围岩暴露时间,减少顶板出露后的挠曲离层,提高顶板稳定性;③、严格执行操作规程、交接班和安全检查制度;④、临近断层或穿断层带时,尽量采砌碹或U型钢可缩性支架支护,缩小棚距;⑤、减少爆破装量,降低爆破时对断层附近破碎顶板的震动;⑥、缩小空顶距离,及时架设临时支架;永久支架要跟上,滞后距离不大于2~4米;⑦、支架背板要严实,防止漏顶漏帮;⑧、当断层带处顶板特别松软、破碎时,要采用前探梁支护的办法管理端面不稳定的顶板;⑨、在顶板岩性突变地段,及时打点柱支护。

复习题:

巷道顶板事故的分类及预防掘进工作面冒顶事故的措施有哪些?

第十节永久支护

一、坑木、工字钢支护

1、用手镐进行刷帮,将架棚点的浮煤清理至实底上。

2、用尺量好棚距,按中线和巷道下宽确定柱窝位置,按腰线确定柱窝深度,控制好顶帮后,将柱窝挖好至设计深度。

如果柱窝深度过深、底板松软或有涌水必须垫木鞋。

如果底板不平,必须处理修整。

3、将棚腿放入柱窝内,调整好扎角,并稳固好棚腿。

4、将前探梁托住的棚梁与棚腿合口,先合一头后,在合另一头,合口同时将肩口垫放入梁口。

5、合口后按中线、三角线将支架扶正,并将帮顶背紧背牢。

中线至任一帮距离偏差不超过0~+50㎜,水平巷道支架前倾后仰偏差不超过±1°,倾斜巷道支架迎山角偏差不超过+1°,不得退山。

支架梁水平度一般巷道≤50㎜,主要巷道≤40㎜.支架梁扭矩一般巷道≤100㎜,主要巷道≤80㎜。

6、铺帮网,并按作业规程规定进行搭接连网,上齐椽子、撑木和防崩器。

连网间距、撑木和椽子数量符合作业规程要求。

7、架棚工作结束后,要及时清理工作面的浮煤,整理工具材料。

8、挖柱窝和架棚时,要有专人观山。

9、架设支架时,要有班组长现场指挥,动作迅速,协调一致。

二、U型钢支护:

1、用手镐进行刷帮,将架棚点的浮煤清理至实地上。

2、用尺量好棚距,按中线和巷道下宽确定柱窝位置,要先确定柱窝深度,控制好定帮后,将柱窝挖至设计深度。

如果柱窝过深,必须垫木鞋。

如果底板不平,必须处理修整。

3、将棚腿放入柱窝内,对准棚梁接口位置,按照作业规程规定搭接长度与棚梁搭接,要求梁腿密切。

安上卡缆和拉板,拧紧螺母。

搭接长度偏差一般巷道为-40㎜,主要巷道为-30㎜。

卡缆螺栓扭矩偏差一般巷道为≤10%,主要巷道为≤5%。

卡缆间距偏差一般巷道为±30㎜,主要巷道为±20㎜。

4、按中线、三角线将支架扶正,背紧背牢。

中线之任何一帮距离偏差,一般巷道不超过-30㎜~+100㎜,主要巷道不超过0~+100㎜。

水平巷道支架的前倾后仰偏差不超过±1°,倾斜巷道支架的迎山角偏差不超过+1°,不得退山。

支架梁扭矩偏差一般巷道≤100㎜,主要巷道≤80㎜。

5、铺帮网,并按作业规程规定进行搭接连网,上齐椽子。

连网间距、拉杆和椽子数量要符合作业规程要求。

6、用专用扳手逐个拧紧螺母,达到作业规程规定的扭矩。

7、架棚工作结束后,要及时清理工作面的浮煤,整理工具材料。

8、挖柱窝和架棚时,要有专人观山。

9、架设支架时,要有班组长现场指挥,动作迅速,协调一致。

注意事项:

大坡度(上坡)溜设煤肚掘进期间,要求煤肚左右两侧必须留设0.8米以上的行人道,保证后路畅通。

三、锚喷、锚杆、锚网支护

 

第五章顶板安全及管理

一、顶板安全涉及的专业:

采、掘、开、修、回。

二、造成顶板事故的相关要素:

1、爆破因素:

爆破会产生崩倒支架或冒顶事故的发生:

放炮崩倒支架的原因主要有:

①支架(柱)架设质量差,爆破时支架被崩倒;

②爆破设计不合理,或局部区域情况变化后没有及时调整爆破设计,造成爆破时有大块岩石崩出,崩倒支架;

③钻眼作业不当,炮眼角度偏斜,炮眼装药过多,炮泥装得少、质量差,爆破时支架崩倒;

爆破作业造成冒顶的主要原因有:

①顶眼距顶板距离太小或直接打入顶板内,爆破时造成冒顶;

②工作面遇有地质构造,顶板松软破碎,未采取少装药、放小炮的办法而造成冒顶;

③顶眼装药量大,爆破时顶板受冲击强烈造成冒顶;

④一次起爆数量大,空顶面积大,或崩倒支架,而未及时支护造成冒顶。

2、支护因素:

①及时性;②可靠性;③强度;④密度;⑤稳定性。

科学、合理的支护是有效防止顶板事故的重要措施,及时、稳定可靠的支护是在时间上抢先支护顶板,从而达到有效控制顶板的作用。

比如:

煤巷掘进工作面在顶板松软破碎时采用钎椽、钢钎等前挺顶,对爆破成型差或冒落形成的空帮空顶及时背实,增强支架的稳定性等措施在顶板控制方面都有着较好的应用效果。

3、矿压因素:

这种由于在地下煤岩体中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和其中的支护物上所引起的力,就叫做“矿山压力”,简称“矿压”。

这些由于矿山压力作用,使围岩、煤体和各种人工支撑物产生的种种力学现象,统称为“矿山压力显现”,简称“矿压显现”。

所有这些人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施,叫做“矿山压力控制”,简称“矿压控制”。

巷道矿压控制的方法和途径:

(1)巷道保护。

是指为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系,以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施,如选用有利于保持巷道稳定的断面形状,在巷道设计和掘进时就为预期的巷道缩小量预留备用断面,在巷旁留护巷煤柱或砌筑人工保护带,将巷道布置在坚硬岩层中或应力降低区等等。

(2)巷道支护。

一般指借助于安设各种矿山支架去预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮,以保证巷道正常使用。

(3)巷道维护(维修)。

是指对已进行过支护的巷道,为了改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施,如巷道补棚、补柱、扩帮、起底、更换已损坏的支架构件甚至重新支护等。

分析目前所采用的矿压控制方法,从其对付矿压的原理来年不外“抗压”、“让压”、“躲压”、“移压”等几种。

传统的巷道矿压控制方法多以“抗压”为主,这种方法不仅使巷道支护工作耗费大量的人力物力,而且常不能取得满意的护巷效果,有时也将两种原理配合使用,如采用“躲压+移压”、“移压+让压”的联合措施等,以取得更为理想的护巷效果。

采区巷道保护基本措施:

(1)将巷道布置在性质良好的岩层中。

为巷道选择坚硬而稳定的岩层中;将巷道布置在均质的煤和岩体中;避免将巷道开掘在地质破坏区。

(2)将巷道布置在低压区。

在煤体边缘低压区内布置巷道。

根据支承压力沿煤层倾斜的显现规律,与采空区相邻的煤体边缘地区存在一个应力比原岩应力低的卸压带,所以在这个区域内掘进和维护巷道可以减轻巷道受压,达到容易维护的目的。

这种巷道保护方法叫无煤柱护巷,常见的有沿空掘巷和沿空留巷;在煤体下方低压区布置巷道。

在煤体与采空区交界处的下方底板岩石中也存在一个应力降低区,故将巷道布置在该区域内也可达到减轻巷道受压和改善巷道维护的目的。

一般规律是巷道在采空区方向深入采空区下方距煤体边缘越远,所受支承压力的影响越小。

在确定能使巷道获得卸压效果的合理位置,需要综合考虑巷道至煤层底板的合理垂距和至煤体边缘的合理水平距离;在采空区内形成巷道。

虽然采空区已经卸压或逐渐向原始应力逐渐过渡,但由于在采空区内掘进难度较大,目前应用还比较少。

4、工序紊乱因素:

5、工序缺项因素:

《采掘作业程序工艺岗位标准》是集团公司采掘技术的结晶,通过学习和论证,该标准现场可操作性强,安全系数高。

按《标准》规定的程序工艺进行作业,有利于顶板管理,如果工序紊乱或缺项,会直接造成顶板管理形成漏洞。

比如:

架棚巷道掘进工作面正规的工序是先上梁护顶后再挖柱窝站腿,目前集团公司仍有极少数采用先挖柱窝站腿后上梁的错误工序作业,有的甚至没有使用前探梁超前护顶。

这些工序紊乱或缺项的行为极不利于顶板管理。

6、其它因素。

如地质构造、围岩特性等。

三、顶板事故的分类和可能造成的危害

顶板事故的分类:

从导致采场或巷道顶板事故的力源看:

有垂直于巷道轴线的顶板压力(有时还有两帮岩体的压力,甚至有来自底臌的压力),压坏巷道支架而导致的;有来自重力引落巷道无支护处或支护失效处顶板破碎岩(煤)块而导致的;也有来自平行于巷道轴线的顶板力推倒巷道支架而导致的。

因此从力源上来看,共有压垮型冒顶、漏冒型冒顶和推垮型冒顶。

由于事物的复杂性,有些巷道顶板事故属于综合型。

可能造成的危害:

1、对人身的直接伤害;2、阻断运输;3、阻断水流;4、阻断风流;5、其它系统伤害;6、系统隐患。

四、巷道矿山压力与支护技术

(一)、矿山压力系指地下开掘井巷工程和煤炭开采后,破坏了原岩体应力平衡状态,引起了岩体内应力的重新分布,在应力重新分布过程中,围岩产生运动、变形、断裂、位移、直至垮落。

人们通常把这种由开采过程而引起的岩移运动对支架围岩所产生的作用力,称为矿山压力。

在矿山压力的作用下,引起一系列的自然现象,例如顶板下沉和垮落、底板鼓起、片帮、支架变形和损坏、充填物下沉压缩、煤岩层和地表移动、露天矿边坡滑移、冲击地压、煤与瓦斯突出等。

这一系列现象统称为矿山压力显现。

因此,矿山压力显现是矿山压力作用的外部表现。

(二)、巷道矿压显现基本规律

1、巷道开始掘进到开采完全结束的全过程中,矿压显现要经历五个阶段。

(1)、巷道掘进阶段。

在煤层或岩体内开掘巷道,就会引起围岩应力重新分布,其围岩立即产生移动和变形。

但因掘进巷道仅对小范围岩体造成扰动,矿压显现不很剧烈,并随着巷道掘出时间的延长,围岩应力分布较快趋向平衡,移动速度也趋向稳定;

(2)、无采掘影响阶段。

这个阶段的顶底板移近速度比掘巷期间要小得多,故巷道基本上处于稳定状态;(3)、采动影响阶段。

由于回采工作引起围岩应力再次重新分布而造成的。

由于采空面积大,导致岩层运动规模大,故这阶段中矿压显现也最强烈;(4)、采动影响稳定阶段。

巷道围岩经受一次采动影响后重新进入相对稳定的阶段,围岩移动特征基本上与无采掘影响阶段类似,但围岩平均移动速度一般比无采掘影响阶段稍大一些;(5)、二次采动影响阶段。

在下区段回采时,由于开采面积进一步扩大,重新引起顶板岩层失稳和运动,二次采动影响的时间和空间规律与一次采动影响类似,但由于受到下区段工作面超前支承压力和巷道煤体一侧残余支承压力的叠加作用,二次采动影响的剧烈程度和影响范围都会比一次采动影响稍大。

2、沿煤层倾斜方向的矿压显现规律,对于正确选择采区巷道位置,确定合理的护巷煤柱尺寸或采用无煤柱护巷方法等都有重要意义。

工作面下部沿倾斜开掘的联络斜巷为例,巷道内从煤体边缘向煤体深部可分为三个不同的矿压显现带。

(1)、煤体边缘卸载带。

在高应力作用下,煤体边缘常在不同程度上产生变形和破坏,使其承载能力降低,从而形成受力较原岩应力为低的卸载带;

(2)、支承压力显现带。

由于边缘煤体遭到破坏后已基本上失去承载能力,上覆岩重即向煤体深部转移,从而形成沿倾斜方向的支承压力影响带;(3)、原岩应力带。

在支承压力达到峰值以后,随远离煤体边缘,支承压力影响逐渐减弱,至煤体内部一定距离处即转入原岩应力状态。

3、开采后底板岩层中可分出以下几个不同的矿压显现区。

(1)、应力增高区。

开采引起的支承压力经煤层传递至底板岩层,在靠近采空区的煤体下方形成的大于原始应力的增压区,且愈靠近煤层,该集中应力值愈大;

(2)、应力降低区。

开采后顶板岩石离层、冒落,在邻近煤体的采空区下方底板岩层中形成应力明显低于原始应力的卸压区,且随远离煤层其卸压程度逐渐减小;(3)、影响轻微区。

位于煤体边界处的采空区下方,介于应力增高区和应力降低区之间受采动影响轻微的地区;(4)、未受影响区。

在煤层底板中,离煤体上支承压力强作用区距离较远或深度较大,因而未受支承压力影响的地区。

(三)、爆破技术:

①火工品特性及选择:

火工品对煤矿而言主要是指炸药和雷管。

炸药是在一定的外界作用下(如受热、撞击)才能发生爆炸,同时释放热量并形成高热气体的化合物或混合物。

按成份主要分为硝铵炸药、铵油炸药、乳化炸药;按安全性能分为安全型和非安全型,所谓安全型是指炸药爆炸的瞬间所产生火花的时间小于引爆瓦斯的感应时间。

雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管,按起爆时间分为瞬发雷管和毫秒雷管。

煤矿炸药选用矿用乳化炸药或矿用安全型乳化炸药,雷管选用毫秒雷管。

火工品的特性是具有适当的感度、具有适当的威力、安定性和安全性、具有抵抗外界诱发作用的能力、适宜的经济性。

②炮眼布置及装药结构:

采面炮眼布置主要采用掏槽、辅助和周边眼三种布置形式。

装药结构有正向装药和反向装药两种。

③起爆顺序:

毫秒雷管总共有5段,每段间隔时间为10~100毫秒,装药顺序为底眼从作业地点由下向上从1段到5段,顶眼从作业地点由下向上从2段到5段,连接方式为串联,起爆顺序为底眼从1段到5段和顶眼从2段到5段间隔起爆。

掘进起爆顺序为:

先掏槽再辅助后周边眼的起爆顺序。

④爆破本身需注意安全事项:

一炮三检

撤人距离

处理瞎炮、拒爆、残爆

开机放炮

(四)、支护技术:

1、采区巷道矿压控制基本方法和途径

(1)巷道保护,是指为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系,以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各

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