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+900-910采煤工作麵作業規程

在線文檔 2013-08-31 0
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整理時間: 2013-08-31
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托克遜縣龍泉煤礦

+900-910采煤工作麵作業規程





        龍泉煤礦生產科

二〇一二年七月十五日






目 錄

目 錄 3

編製依據 5

第一章 地質說明書 6

第一節 工作麵概況 6

第二節 煤岩層及其特征 6

第三節 地質構造 8

第四節 水文地質 9

第五節 影響回采的其他因素 10

㈠瓦斯 10

㈡煤塵爆炸性 10

㈢煤的自燃 10

第六節 儲量計算 11

第二章 采煤方法 11

第一節 采煤方法選擇 11

第二節 巷道布置 12

第三節 回采工藝流程及工藝要求 12

第四節 設備配置 15

第三章 頂板管理 15

第一節 支護設計 15

第二節 工作麵頂板控製 17

第三節 礦壓觀測 18

第四章 安全生產係統 18

第一節 運輸係統及設備 18

第二節 “一通三防”及安全監控 19

一、通風係統 19

2、風量計算: 19

第三節 排水係統 23

第四節 供電係統 23

第五章 勞動組織及主要技術經濟指標 23

第一節 勞動組織 23

第二節 生產能力計算 24

第六章 煤質管理 25

第七章 安全技術措施 26

第一節 一般規定 26

第二節 頂板管理 26

第三節 防治水 31

第四節 爆破 32

第五節 “一通三防”與安全監控 33

第六節 運輸 39

第七節 機電 40

第八節 其他 41

第九節 避災線路 45















































































    編製依據

   一、編製依據資料及批準時間

   1、《明鑫煤炭有限責任公司混合斜井采煤方法改造(試驗)設計》哈密地區煤炭工業管理局2007年11月14日批準。

   2、《混合斜井生產地質報告》,批準時間為:2005年12月。

   二、審批說明:

   由生產技術部牽頭組織會審,總工程師批準後下發執行。

   三、下發執行說明:

   1、回采前組織施工隊全體人員學習本規程並考試合格後方可上崗。

   2、每月由礦井技術人員對《作業規程》執行情況進行跟蹤,並寫出跟蹤報告。

   3、每月由總工程師牽頭、組織有關人員對《作業規程》進行複(審)查,針對複(審)查存在的問題由礦井技術員編寫補充措施。











    地質說明書

    工作麵概況

   混合斜井11B2-2采煤工作麵位於+1514m水平東翼B2煤層,東距礦井邊界270米,下以1514煤層底板等高線為界。其標高為1514~1526m,對應地麵位於經線16458311~16458501,緯線4886805~4886929之間,為戈壁荒地,無任何建築物,回采對地麵無較大影響。

   11B2-2工作麵範圍及有關參數表

   項 目    數量    項 目    數量

   回風標高(m)    1526    煤層厚度    4.7

   機道標高(m)    1514    煤的容重(T/m3)    1.3

   切眼標高(m)    1514-1526    工業儲量(萬 T)    0.51

   走向長度(m)    70        

   傾斜高度(m)    12        

   回采麵積(m2)    840    回采率(%)    75

   設計采放高(m)    10    可采儲量(萬 T)    0.39

    煤岩層及其特征

   煤層情況:

   B2煤層為全區可采煤層,本工作麵呈單斜構造,煤層走向120~135°。傾向北東,傾角55~75°;與B3煤層間距為9m、與B1煤層間距為11m,,煤層的厚度為3.1~6.3m,平均厚度為4.7m,煤層變化較大,結構比較複雜,為較穩定煤層。

   二、煤質情況:

   煤層為玻璃光澤,黑色,條痕黑褐色,節理發育,性脆,斷口以參差狀為主,局部為平整狀或貝殼狀,易燃燒,燃燒時煙大,膨脹現象明顯。煤層煤樣鑒定結果表明,井田的煤岩類型為全亮型煤。成分以亮煤為主,夾少量鏡煤及絲炭條帶或透鏡體,膠化物之間界線清楚,部分有橫向結構,絲炭化、半絲炭化物質,以絲炭體、半絲炭體及木質鏡煤,煤質絲炭體等呈條帶狀分布於煤層中。根據煤岩鑒定結果為原地生成腐植煤,沉積環境穩定,中等或高原環境。

   三、煤層及頂底板

   名稱    煤岩名稱    厚度(m)    岩性特征    工程參數

   直接頂    細砂岩    17.8    灰褐色,含礫,以石英為主    5

   煤        4.7    B2煤層,玻璃光澤,結構單一煤質好,亮煤為主    2.5

   直接底    粗砂岩    15    灰白色,膠結致密,堅硬    3

   四、煤層頂底板岩石物理力學性質

   礦區內煤層頂底板多為泥岩、砂質泥岩、泥質砂岩,有時為砂岩,直接頂板多為粉砂岩,比較穩定,從混合斜井揭露的石門中可以看出,組成煤層頂底板的岩性主要為粉砂岩,其次為砂質泥岩。

   B2煤層頂底板岩石物理力學測試結果如下:

   表 1混合斜井主采煤層頂底板岩石物理力學測試結果

   采樣

   位置  岩性    單軸抗壓強度(Mpa)  天然抗

 拉強度(Mpa)  天然抗

  剪強度(Mpa)  軟化

 係數

         天然狀態  飽和狀態  幹燥狀態            

   B2底板    粉砂岩    33.2    29.3    40.4    1.1    3.0    0.73

   B2頂板    粉砂岩    34.4    28.8    41.1    1.0    3.1    0.7

   測試結果為B2煤層頂板天然抗壓強度在33.2~47.8MPa,飽和抗壓強度在28.8~32.0MPa,幹燥抗壓強度在40.4~78.0MPa,單向抗拉強度天然狀態為1.0~1.9MPa,抗剪強度為3.0~4.6MPa,軟化係數為0.41~0.73,屬抗壓強度中等,抗拉、抗剪強度低、易軟化的岩石。

   B2可采煤層的硬度較大、較脆,節理、裂隙發育。煤層頂板為粉砂岩,因受構造擠壓,裂隙與滑動麵較發育,遇水後極易膨脹滑脫。屬中等冒落的頂板,其頂板穩定性相對較差。

五、煤層特征一覽表



煤層特征一覽表

煤層

編號 煤層可采厚度

煤層結構

煤穩定性 與下層煤層頂板間距

由數M—數M

平均厚度(點數) 由數米—數米

平均距離(點數)


B4 5.20—7.57

6.38

 較複雜

 不穩定 8.1—39.45

19.9


B3 2.12—5.92

4.02

較複雜

 較穩定 0.6—25.3

12.65


B2 3.12—6.32

4.72

簡單—複雜

 較穩定 0.95—18.25

11.56



  B1 1.53—2.12

1.82

 簡單

 不穩定 4.4—236.51

105.53

    地質構造

   工作麵範圍局部地段受F5斷層影響,地層產狀變化較大。沿走向分布的石炭窯逆斷層破壞了煤層的連續性。構造複雜程度中等。

   石炭窯逆斷層(F5)分布於石炭窯煤礦區南部,與地層產狀相近。在該井田西段主要沿八道灣組中段B煤組底板展布,東段則主要沿C煤組底板產出,橫貫全區。斷層麵向西北傾斜,傾角40°—57°,上盤上升,為一高角度走向逆斷層,具層間斷裂特征。斷裂西段對B、A煤組淺部煤層起到不同破壞作用,東段傾角逐漸變緩,下盤B煤組也隨之遭到強烈的破壞,直至錯斷消失。對該工作麵回采無影響。

    水文地質

   一、水文情況

   礦區位於天山東段北側山間盆地,盆地走向為北西西――南東東向。盆地內海拔在1500――1600米之間,地形平緩,普遍為第四係洪積層構成的戈壁灘。在礦區內無地表水體。屬於幹旱地區。

   礦區南部的高山,主要由花崗岩和變質岩組成,岩性堅硬、致密,裂隙較發育,由於受大氣降水影響,往往形成裂隙水,沿地表流動或沿裂隙垂直方向移動。礦區屬中溫帶大陸性氣候區,其氣候特點是缺水,少雨,多風,平均蒸發量大於降水量10倍。因降水有限,造成補給也就很少,故區域內地層含水量是很不豐富的。

   二、主要構造的水文地質特征

   該工作麵距含水層較遠,不受含水層影響,水文地質簡單。本工作麵處於礦井東翼,地下水的補給源主要為基岩層間裂隙水,因補給距離太遠,而蒸發量又幾倍大於降水量,井田內含水帶的含水性就十分微弱。

   但由於本井田範圍內的第一、第二水平部分采空區已塌陷,一方麵塌陷坑是有利於水的儲存,另一方麵岩體塌陷造成裂隙發育,則有利於水力聯係,石炭窯逆斷層及其派生的小型平移斷層在特定條件下的導水與充水作用也不可低估。特別是發生暴雨和山洪時,是礦井突發性充水期,故應有地麵防洪措施,確保安全生產。

    影響回采的其他因素

   ㈠瓦斯

   根據2010年9月份瓦斯等級鑒定結果,明鑫煤炭有限責任公司混合斜井礦井瓦斯最大相對湧出量為3.13m3/t,二氧化碳最大相對湧出量為5.16m3/t,礦井瓦斯最大絕對湧出量為1.07m3/min,二氧化碳最大絕對湧出量為1.76m3/min,礦井屬於低瓦斯礦井。

   ㈡煤塵爆炸性

   根據新疆煤炭科研所對混合斜井主要可采煤層樣品做的《煤塵爆炸性鑒定報告》結果,測試結果為:火焰長度>400mm,岩粉量85%,煤塵具爆炸性,因此,礦井在開采過程中注意灑水、除塵,時刻注意防火,防爆。

   ㈢煤的自燃

   根據新疆煤炭科研所對混合斜井B、C組煤所做的《煤炭著火點鑒定報告》結果,煤層煤耗吸氧量0.49-0.64%,煤的自然傾向性分類屬於Ⅱ級自燃煤層。混合斜井的煤層有自然發火傾向,發火期為3-6個月。

    儲量計算

                   儲量計算圖表


塊段號 走向m 傾向m 麵積m2 煤厚m 容量

T/m3 工業儲量T 回采率% 可采儲量T

Ⅰ 70 12 840 4.7 1.3 5132 75 3850

   二、損失量計算

   該工作麵石門距聯絡巷5m停采,具體損失量見。

                損失量計算表

名 稱 走向m 傾向m 麵積m2 煤厚m 容量T/m³ 損失量T 損失量合計T

放頂煤損失25% 70 12 840 4.7 1.3 1283 1650

末采損失

煤柱損失 5 60 366

   三、儲量損失原因分析

   儲量損失主要是煤柱的留設,還有頂煤不能完全回收,見矸就停止放頂煤,使一部分煤留在采空區。另外,有局部地段煤質特硬,個別大塊難以放出等因素。

    采煤方法

    采煤方法選擇

   該煤層屬急傾斜厚煤層,煤層傾角較大,根據我礦采煤方法改造試驗設計,選擇小階段液壓支架放頂煤采煤法回采,開采高度2.5m,放煤高度7.5m,小階段高度10m。液壓支架選用ZF3200/16/25型放頂煤液壓支架。

    巷道布置

   工作麵布置在礦井+1514m水平東翼B2煤層中,通過1514—1526水平開切眼形成工作麵運煤和通風係統。在+1526m水平和+1514m水平向東掘進B2煤層工作麵回風順槽和運輸順槽,通過工作麵開切眼聯通運輸順槽和回風順槽構成開采係統。

   機道、回風有關技術參數表

   巷道名稱    布置方式    標高    坡度    淨斷麵 (m²)

運輸順槽 沿煤層走向    1514    3‰    7.36

回風順槽 沿煤層走向    1526    3‰    5.72

開切眼 沿煤層傾向        65°    0.8

    回采工藝流程及工藝要求

   一、回采工藝流程

   縮溜子移超前支護移支架打眼放炮放頂煤(煤質較硬不能自引垮落時放震動炮)。工藝流程圖。



   二、各工藝內容及要求:

   1、縮溜子

   必須保證溜子伸入采空區後不超過4.5m,達到4.5m時必須縮溜子,每次縮一張溜皮,溜子縮出後,為防止溜子機尾被放頂煤壓死,必須對溜子機尾用圓木或加工的棚掩件進行棚掩,棚掩高度不小於0.7m。

   2、移超前支護

   先移回風巷超前支護,後移運輸順槽超前支護。回風巷超前支護每次前移一根梁長,運輸順槽架前超前支護邁步前移,兩次前移一根梁長。超前支護移設時三人操作,兩人抬鋼梁,一人升單體支柱,逐根逐組移設。單體支柱必須升緊,並掛好保險繩。

   3、移支架

   將支架前後及架間浮煤雜物清理幹淨後方可移架,移架時先卸載前後支柱使支架卸載,使用5噸手拉葫蘆進行移架,移架到位後及時升起前後柱使支架承載。移架時如果出現歪架、倒架、壓架應按措施要求進行處理,然後方可移架,嚴禁強拉硬移以防損壞支架。

   4、打眼放炮

   移架後,工作人員先在回風巷向下打眼爆破,眼深3m,每次3-4個眼,炮眼扇形布置,然後在工作麵架前對支架頂部煤體用RZZ麻花鑽杆進行打眼鬆動爆破,眼深5m,每次3-4個眼,炮眼扇形布置。炮眼布置見圖1,爆破參數見圖2。


   圖 1 工作麵炮眼布置剖麵圖









   圖 2 工作麵炮眼布置俯視圖



   表 2 爆破參數表

 眼名  眼深  眼數(個/組)    裝藥量    角度  裝藥結構  聯線方式式

             卷/眼  kg/眼   水平  垂直        

鬆動炮眼  5m  4  10  2          正向  串聯

   5、放頂煤

   放頂煤時,放煤工不得離開崗位,要控製放煤量大小,以防壓死溜子。頂煤回收至見矸石時停止。

    設備配置

   ⑴、支架特征表:

支架型號 支架高度 工作阻力 推進行程 自重

ZF3200/16/25 1.6-2.5m 3200KN 0.6m 9.3T



   ⑵、支柱特征表:

型 號 高度 支柱初撐力 油缸直徑 額定承載力 重量

DZ-2.5 1.4~2.8m 75KN ø100mm 350KN 80Kg



   ⑶、電器設備配備表:

設 備 名 稱 型 號 規 格 數量 用 途

幹式變壓器 KBSG-315/6 315KVA 1 電源變壓器

饋電開關 DW80-350 350A 2 電源開關

啟動開關 BQD-200/660 200A 6 啟動電機

溜子啟動開關 BQD-200/660 200A 1 啟動電機

綜 保 KSGZ2.5 2.5KVA 1 煤電鑽電源

煤 電 鑽 ZMB-1.2B 2台 打 眼



   (4)、機械設備配備表

設 備 名 稱 型 號 規 格 數 量 用 途

刮板輸送機 SGW-30T 1台 運輸順槽

乳化液泵 XR80/350 1台 泵 站

皮帶輸送機 OSJ80115/2X55 650mm 1台 石門聯絡巷

皮帶輸送機 OSJ80115/2X55 650mm 1台 運輸順槽

    頂板管理

    支護設計

   一、頂板壓力



    =11.3(kn/m)

   γ:頂部岩體比重,13kn/m3

   a:巷道跨度的1/2;

   f:岩石堅固性係數,取3;

   二、液壓支架計算

   液壓支架控頂距內巷道壓力:



    =33.9(kn)

   液壓支架的工作阻力為3200kn,遠遠大於巷道壓力。故支架符合要求。

   三、超前支護計算

   超前支護20m內巷道壓力:



    =226(kn)

   選用工作阻力為300kn的單體液壓支柱的數量為:

   N=226/300=0.75(根)

   按規程規定選用DZ-25單體支柱在超前支護範圍內應支護38根,工作阻力為300kn的單體支柱的數量遠遠超過理論計算數量。

    工作麵頂板控製

   井田範圍內地表無建築物,屬丘陵荒地,采空區頂板管理采用全部陷落式管理方式。工作麵采用ZF3200/16/25型放頂煤液壓支架支護,采空區采用全部垮落法管理頂板,移架步距0.6m,放頂煤步距1.2m。

   一、支架布置:

   該工作麵沿巷道方向安裝液壓支架。



   圖 3 工作麵剖麵圖

   二、巷道超前支護

   采用DZ-2.5型單體液壓支柱沿走向支護。運輸順槽支護範圍從架前開始,工作麵前方不小於20m雙排支護,采用1米一字鉸接梁配合單體支柱支護;回風順槽從距頂煤垮落區1米處開始架設超前支護,支護長度不小於20m,雙排支護,采用1米一字鉸接梁配合單體支柱支護。支柱必須升緊、架牢,單體柱子係好保險繩,不準使用壞支柱及卸載支柱。

     礦壓觀測

   一、觀測目的

   礦壓觀測能夠更準確掌握頂板的周期來壓,頂底板的下沉量,更加及時地對巷道失修地段維修,加強工作麵的支護質量,對減少事故有很大的幫助,有利於對頂板管理,使用頂板離層儀。

   二、礦壓觀測的內容

   在工作麵液壓支架上安裝兩塊SY—60綜采壓力表觀測前後立柱受力,準確及時地預報頂板來壓及強度,隨著工作麵的推進,記錄下數值進行礦壓分析。

   三、頂板下沉量的觀測內容

   在回風順槽、運輸順槽每隔30m在巷道頂板埋設一組測點觀測兩巷道的下沉量,並及時維修。

    安全生產係統

    運輸係統及設備

   1、煤炭運輸係統

   11B2-2工作麵11B2-2運輸順槽11B1-2運輸順槽階段煤倉+1500m水平東翼集中運輸大巷+1500m水平井底車場主斜井地麵。

   2、材料運輸係統

   主斜井+1500m水平井底車場+1500m水平東翼運輸大巷階段材料上山+1526m水平11B1-2回風順槽 11B2-2回風順槽11B2-2工作麵。

    3、運輸設備

   工作麵煤炭運輸設備為:運輸順槽靠近工作麵使用1台SGW-30T型刮板運輸機,聯絡巷使用一台650皮帶輸送機,前方使用1台SPJ-650型膠帶運輸機。材料、設備使用一噸固定箱式、一噸材料車和一噸平板車運輸。

    “一通三防”及安全監控

    一、通風係統

   工作麵運輸順槽與回風巷之間自開切眼向外,每6米掘一上山眼,且工作麵保證至少有2個能直達回風巷的上山眼,確保通風、行人。

   1、通風線路:(附係統圖3-5)

   新鮮風:地麵主斜井1500m水平井底車場 1500東翼運輸大巷1500階段材料上山11B1—2運輸順槽 11B2—2運輸順槽 11B2-2工作麵

   乏風:11B2-2回采工作麵11B2-2回風順槽+1526m行人上山+1562東翼回風大巷1562總回風石門風井地麵。

    2、風量計算:

   (1)、按瓦斯湧出量計算

   Q采=100×q絕 ×K采通/(60×C)

   式中:Q采——采煤麵實際需風量;

   q絕 —采煤工作麵的瓦斯絕對湧出量。按《2010年礦井瓦斯等級鑒定報告》結果取B2煤層瓦斯最大絕對湧出量為0.24m3/min。

   K采通——采煤麵瓦斯湧出不均勻係數,1.6。

   C——采煤工作麵回風流中允許的最高瓦斯濃度,取1.0%

   則工作麵實際需風量為:

   Q=100×q絕×K采通/(60×C)=100×0.24×1.6/(60×1)=0.64m3/s

    (2)、按二氧化碳湧出量計算

   Q采=100×qco2 ×K采通/(60×C)

   式中:Q采——采煤麵實際需風量;

   qco2 —采煤工作麵的二氧化碳絕對湧出量。按《2010年礦井瓦斯等級鑒定報告》結果取B2煤層二氧化碳最大絕對湧出量為0.39m3/min。

   K采通——采煤麵二氧化碳湧出不均勻係數,1.6。

   C——采煤工作麵回風流中允許的最高CO2濃度,取1.5%

   則工作麵實際需風量為:

   Q=100×qco2×K采通/(60×C)=100×0.39×1.6/(60×1.5)=0.69m3/s

   (3)、按工作麵溫度計算

   采煤工作麵應有良好的勞動氣象條件,溫度和風速應符合下表要求:

   采煤工作麵空氣溫度與風速對應表

   采煤工作麵空氣溫度 (℃)    采煤工作麵風速 (m/s)

   <15    0.3——0.5

   15——18    0.5——0.8

   18——20    0.8——1.0

   20——23    1.0——1.5

   23——26    1.5——2.0

   26——28    2.0——2.5

   采煤工作麵風量按下式計算: Q采=60×V采×S采

   式中:V采——采煤工作麵風速,按其工作麵溫度從上表選取。由於本礦區地處戈壁高寒,夏季井下溫度均在15℃以下,到了冬季更低,還需加熱空氣,故本設計取0.4m/s;

   S采——采煤工作麵有效通風斷麵。根據該礦井下工作麵平均控頂距情況,取5.72m2 。 Q=60×0.4×5.72=137.28m3/min=2.29m3/S

   (4)、按采煤工作麵人數計算

   Q采=4×N×k 式中:N---采煤麵同時工作的最多人數20人;

    k---風量備用係數:取1.45。

   則:Q采=4×20×1.45=98.6m3/min=1.64m3/S

   (5)、按同時爆炸炸藥量計算

   Q=25×A=25×8=200m3/min=3.33m3/s

   式中:A---工作麵一次爆破的炸藥量,8kg。

   按上述結果取最大值,11B2-2采煤工作麵所需風量為:3.33m3/s

   (6)、按風速驗算

   最低風速

   V采=Q采/S采

   式中:Q采——采煤工作麵風量,m3/s;

   S采——采煤工作麵平均斷麵積7.36m2。

   V采——采煤工作麵風速,m/s;

   V采=Q采/S采=3.33/7.36=0.45m/s

   風速驗算結果:0.25m/s<0.45m/s≤4m/s,符合《煤礦安全規程》第101條之規定。

   二、防滅火係統

   前期主要采用噴灑阻化劑防滅火。即在工作麵回風順槽設一活動水箱,用防爆潛水泵對工作麵采空區進行噴灑。每日的噴灑時間控製在2h~5h。噴灑量根據工作麵推進速度按3m3/m噴灑。在機道鋪設一條直徑為32mm的注氮管路向采空區埋設20m,當工作麵每月推進速度低於20m時向采空區注氮,每天注氮時間不少於6h,注氮量每小時不少於200立方米。采煤工作麵連續15天每天推進速度超過1m時,方可停止注氮。注氮時,必須安排專人對製氮機的氮氣濃度進行校驗,確保氮氣濃度不低於97%。

   三、壓風、供水及降塵係統

   風井(副井) 1562回風石門 混合斜井材料上山1500井底車場B組煤東翼集中運輸巷1500--1526階段材料上山1514B2運輸巷 B2工作麵。

   四、安全監測及通訊係統

   主斜井+1562中部車場 1562回風石門 混合斜井材料上山1500井底車場B組煤東翼集中運輸巷1500--1526階段材料上山1514B2運輸巷 B2工作麵。



    排水係統

   工作麵工作麵運輸順槽階段材料上山+1500東翼運輸大巷井下水倉主斜井地麵

    供電係統

   中央變電所+1500m東翼運輸 1500東翼階段材料上山11B1—2運輸順槽 11B2—2運輸順槽 11B2-2回采工作麵

    勞動組織及主要技術經濟指標

    勞動組織

   1、采用三八作業製,邊采邊準的作業形式。

   2、作業形式:采用三班采煤、邊采邊準的作業方式,包機作業製,除泵站工、溜子工、移架工外其餘工種綜合作業,在回收頂煤與放震動炮和其他工序不得平行作業。回風順槽和運輸順槽不得平行作業。

   勞動組織表

   工種    一班    二班    三班    小計

   班 長    1    1    1    3

   放炮工    1    1    1    3

   瓦檢員    1    1    1    3

   放煤工    2    2    2    6

   班組安全員    1    1    1    3

   移架、支護工    2    2    2    6

   泵 站 工    1    1    1    3

   輸送機司機    2    2    2    6

   電鉗維修工    1    1    1    3

   跟(帶)班領導    1    1    1    3

   合 計    13    13    13    39

   備 注    

    生產能力計算

   1、循環產量計算:

   Q=L×G×H×γ×C=4.7×0.6×10×1.3×75%

   =27.5t

    式中:

   Q:工作麵循環產量,t;

   L:工作麵長度,4.7m;

   G:循環進度,0.6m;

   H:采放高度,10m;

   γ:煤層容重,1.3t/m3;

   C:工作麵回采率75%;

   2、產量:

   班循環2個,日循環6個

   班產量=2×Q=2×27.5=55(T)

   日產量=6×Q=6×27.5=165 (T)

   月產量=日產量×26=4290(T)

   3、可采時間

   可采時間=3850/月產量=1(個月)







    工作麵設計標準一覽表





號 設計項目 單

位 數

量 序

號 設計項目 單

位 數

量 備 注

1 工作麵走向長度 m 70 14 放煤步距 m 1.2

2 工作麵傾斜長度 m 12 15 小班循環 個 1

3 工作麵傾角 ° 62 16 日循環 個 2

4 開幫高度 m 2.3 17 正規循環率 % 80

5 平均采放

高度 m 7.4 18 作業方式 三班生產邊采邊準

6 平均采放比 1:3 19 放煤方式 放炮鬆動放煤

7 工業儲量 萬T 0.51 20

8 可采儲量 萬T 0.39 21 兩道支護 20m

9 回采率 % 75 22 上下出口規格 m×m 0.8×1.0

10 支架數量 架 2 23 鉸接頂梁 m 1

11 最大控頂距 m 3.2 24 花邊梁 m 3.0

12 最小控頂距 m 3.2 25 單體液壓支柱 DZ-2.5

13 移架步距 m 0.6 26 采煤方法 小階段液壓支架放頂煤





    煤質管理

   一、煤質指標

M A V Q FC S Y 工業牌號

0.47~1.03 7.15~26.7 34.33~42.54 24.33~34.79 12~20.5 QM45

煤質資料由取樣化驗數據而來。

   二、提高煤質措施

   嚴格執行“三檢四不上”製度。

   放頂煤出現矸石時,立即停止放煤,堵好放煤口。

   加強支架管理,減少跑、冒、漏、滴現象。

   嚴格按放煤順序,放煤步距放煤。

    安全技術措施

    一般規定

   1、工作麵回采前,由分管礦長負責組織人員貫徹學習作業規程,學習後由安全科組織考試,成績合格後方可下井作業。不合格的人員必須補考,考試合格後再下井作業。工人學習考試成績分別登記在《作業規程》貫徹考試記錄表上。

   2、對工人貫徹該作業規程時,同時貫徹安全基本管理製度;違章處罰製度;炸藥雷管管理等製度。

   3、交接班製度:

   對工作麵工程質量,安全狀況以及遺留問題等,上下兩個班的班組長必須在現場交接清楚,並在台帳上記錄清楚。

   機電各崗位操作人員必須在現場交接所管設備,嚴格執行崗位責任製,並作好設備交接班記錄,確保設備安全運轉。

    頂板管理

   一、初采初放安全技術措施:

   支架安裝前技術員應根據工作麵及支架運輸線路的具體情況編寫具體詳實的支架安裝措施,經公司有關部門審批後,嚴格按措施要求進行安裝,支架設備及配套安全設施安裝到位後,經公司驗收試運轉後方可初采。

   初采期間,兩巷出口處及超前支護範圍內,應嚴格按規程規定加強支護,確保安全出口暢通。

   工作麵初采時在切眼內沿切眼長度方向在巷道四周按回采工藝要求布置鑽孔,一次性起爆。起爆後,不允許人員再進入切眼。

   工作麵初采後按工作麵正規循環進行回采,根據相鄰工作麵觀測,推進度達到15m頂板即可自行垮落。如工作麵推進15m時頂板不垮落,則必須采用人工強製放頂(強製放頂措施另行製定)。

   二、工作麵周期來壓及頂板管理

   當工作麵每推進15m煤層頂板不垮落時,必須進行強製放頂,放頂方法同初次放頂。

   所有人員作業必須在支護完好地點作業,嚴禁進入采空區作業。

   三、采空區頂板管理安全技術措施

   采煤工作麵隨工作麵推進長度的增加,頂部煤體逐漸垮落,充滿采空區。如果由於頂部煤體堅硬或煤層較薄等原因,采空區大麵積不垮落,上部煤體不能及時垮落充滿采空區,則周期來壓步距會增大,礦壓顯現會比較明顯,大麵積突然垮落會對安全生產造成威脅。

   1、頂板的預兆:頂板連續發出斷裂聲,這是由於直接頂和老頂發生離層,或頂板切斷而發出的聲音。有時采空區內頂板發出響悶雷的聲音,這是老頂和上方岩層產生離層或斷裂的聲音。采空區自動掉渣會增加,會形成“下小雨”的現象。

    2、煤幫的預兆: 由於冒頂前壓力增大,煤壁受壓後,煤質變軟變酥,片幫增多。使用電鑽打眼時省力。

   3、支架的預兆:使用金屬支柱時,耳朵貼在柱體上,可聽見支柱受壓後發出的聲音,支柱“破頂、鑽底”。

   4、瓦斯湧出量突然增加;有淋水的頂板、淋水增加。

   安全技術措施:

   1、加強對工作麵的礦壓觀測,及時準確地掌握工作麵壓力分布和來壓情況,根據回采工作麵的礦壓資料,提前做出初次放頂及周期來壓的預測預報工作。

   2、采煤工作麵回風巷口必須設置柵欄,懸掛“非采煤人員嚴禁入內”的警示牌版。防止因采空區大麵積垮落產生衝擊波傷人。

   3、采煤工作麵作業人員在回風巷作業時,必須從采煤工作麵行人安全出口或通風眼上下,嚴禁從回風水平進入。進入回風巷作業時,必須先在工作麵從架後進行觀察,發現有來壓預兆時不得進入回風巷。進入回風巷作業的人員必須有專人監護,嚴禁單人進入回風巷作業。在距周期來壓預計日期兩日內,采煤工作麵回風側不得安排任何人員工作。

   4、在周期來壓前,必須加強領導跟班工作,跟班領導必須掌握采空區的變化情況,若發現有異常情況,必須立即停止作業,撤出人員。回風巷作業人員一經發現有來壓預兆,必須立即就地臥倒,匍匐前進到安全出口,從安全出口迅速回到機道。

   5、回采作業時,要根據現場實際確定人員撤退路線,確保巷道暢通無阻,及時將撤退人員路線內的障礙物處理幹淨。

   6、在周期來壓前,采煤工作麵運輸、回風巷必須做好灑水降塵工作,初次放頂及周期來壓期間掌握好放煤量,采煤工作麵采倉口必須留設足夠的壓倉煤,不得將棚口拉空,以防止采空區突然垮落時采煤工作麵及運輸巷作業人員受衝擊波傷害和減小對支架的衝擊載荷。

   7、在周期來壓前,各作業麵必須統一協調,其他鄰近工作麵放炮時,必須通知采煤工作麵所有人員,並撤到運輸巷安全地點。采煤工作麵放炮時,所有作業人員必須撤離至運輸巷安全地點,回風巷嚴禁任何人作業或逗留。若采空區頂板暴露麵積較大時,爆破作業結束後,運輸巷所有人員不得立即進入工作麵作業,必須至少等待20分鍾以上且采空區頂板沒有異常時方可進入工作麵作業,否則不得進入工作麵。

   8、實時對采空區進行不間斷監控,采煤工作麵作業時,采空區內若有異常響動或有毒有害氣體明顯上升等不安全情況時,專職安全員、隊長及跟班領導必須立即組織施工人員撤人,不需再向有關領導請示。

   9、礦井對采空區頂板來壓預測沒有把握的情況下,在預計來壓日期前兩天在工作麵放震動炮震動,爆破後30分鍾內嚴禁任何人進入工作麵,若震動無效時必須停止采煤工作麵任何作業,並在回風順槽巷口、運輸順槽巷口設置柵欄,懸掛“嚴禁入內”的警示牌板。待采空區周期來壓頂板跨落後,再組織生產作業。

   10、每班安全員、班長、瓦檢員將采煤工作麵情況及時向礦井主管領導彙報。

   11、值班領導要每天對地麵的下沉情況進行觀察,以便分析掌握決策采煤工作麵安全。

   12、加強兩巷超前支護及端頭支護,支護距離及強度滿足規程要求。所有支柱迎山有力,出現梁、柱損壞或缺失零部件時要立即更換。並保證上、下出口暢通無阻。

   13、進入預防區後,現場管理人員應注意觀察煤幫片幫、炸幫、頂板切頂、支架安全閥等易出現征兆的區域所反映出來的異常現象,並結合礦壓監測數據判斷頂板來壓情況。

   14、初次放頂及進入周期來壓預防區時,必須保證工作麵液壓支架處於良好的工作狀態,杜絕支架出現漏液及竄液現象,泵站壓力不得低於規定值(31.5mpa),每次移架後要保證支架前、後立柱全部升緊升實,初撐力達到要求。並且移架過程中盡量做到少降快移,前梁及頂梁盡量達到接頂嚴實,受力良好。

   15、頂板初次垮落前,支架工隨時注意頂板、煤幫情況,發現片幫、掉頂要及時進行維護。

   16、經常檢查采煤工作麵上下兩口的支護情況,支護方式、支護密度必須符合作業規程的規定,運輸機機頭部位必須采取加強支護措施;空頂處必須及時處理,距工作麵20米範圍內必須有加強支護。

   17、采煤工作麵必須保證一定數量的備用支護材料,開工前班組長必須對工作麵進行全麵的檢查,確認無危險後方可開工。嚴禁使用折損的坑木,損壞的金屬頂梁,失效的單體液壓支柱。

   18、采煤工作麵嚴禁空頂作業。所有支架必須架設牢固,並有防倒柱措施,嚴禁在浮煤或浮矸上架設支架。工作麵的排柱距要按作業規程規定架設,碰倒或損壞的支柱必須立即恢複或更換。移動運輸機頭、機尾需要拆除支架時必須先架好臨時支架。單體液壓支柱的初撐力,柱徑100mm的不得小於90KN;柱徑80mm的不得小於60KN。

   19、工作麵發生冒頂或超高時,必須用木垛接頂,嚴禁空頂。

   20、在生產過程中如出現其他異常情況,須召開領導安全專題會議進行分析,研究情況,並製定相關安全措施或方案。

    防治水

   1、嚴格工作麵降塵管理,供水管路管理,不得出現跑、冒、漏、滴現象。

   2、發現以下透水預兆中的任何一種時,都必須停止作業、撤出人員並向調度室及值班領導彙報情況。井下透水預兆:(1)本來幹燥光亮的煤變得發暗,無光澤,空氣變冷。(2)出現霧氣。(3)掛汗。巷道煤壁聚成很多水珠。(4)掛紅。煤壁浸出的水發澀,有硫化氫臭味,附著在裂隙表麵有暗紅色水鏽。(5)煤層裏麵發出嘶嘶水叫聲。(6)底板鼓起,有時出現壓力射流水,有甜味。(7)頂板來壓,產生裂縫,出現淋水。

   3、回采期間做好水文地質觀測工作,推進過程中堅持“有疑必探,先探後采”原則。

   4、對技術部門發出的水文地質、水情水害預報要高度重視,根據預報的異常情況做出預防安全措施,並向所有作業人員貫徹傳達。

   5、對各作業地點出現突然湧水、淋水和集中滴水都要向調度室彙報,由調度室通知有關領導,及時分析原因采取措施處理。同時現場安排有經驗的老工人進行監視,發現湧水增大或帶有壓力等現象,必須發出警報撤離全部作業人員。

   6、當班的值班隊長和當班班長要知道當班人員的崗位、數量和姓名,出現險情時必須通知到所有作業人員。日常要根據作業 和可能出現的水患危險安排好緊急避災路線,並貫徹到每個作業人員。

   7、礦井抽排水設備和管路必須保證暢通,無跑冒,開關閥門完好靈活。

   8、必須對上部老空積水嚴格按照探放水方案進行探放,並編製專項安全技術措施。

   9、工作麵灑水裝置要在皮帶運輸機停止運轉時及時關閉,巷道內積水要及時排放,工作麵順槽水溝要經常清理,確保水溝暢通。

    爆破

   工作麵打眼放炮嚴格按規程要求執行。

   放炮員必須持證上崗,嚴格執行“一炮三檢製”,“三人連鎖放炮製”,氣體超限時嚴禁裝藥放炮。

   放炮安全距離直線距離不得小於100m,並有掩體。拐彎巷道安全距離不得小於75m。

   放炮員必須避開所有電器設備進行裝配引藥,在打眼裝配引藥、放炮時嚴禁與任何工序平行作業。

   放炮時工作麵及巷道支護必須齊全。

   放炮前班長指定專人在各路口(回風、機道)設警戒,警戒人員在未接到班長命令時不得脫崗。

   放炮員必須隨身攜帶好鑰匙,嚴禁將鑰匙轉交他人,其他人不得放炮。放炮前放炮員必須吹哨,最少等5秒鍾方可放炮。

   封泥長度嚴格按設計要求。

   放炮前隔爆設施必須齊全,工作麵有水害、氣體超限,支護不完好等情況時,嚴禁放炮。

   塌孔、透孔內嚴禁裝藥放炮。

    “一通三防”與安全監控

   一、防滅火措施

   本工作麵采用噴灑阻化劑和注氮防滅火相結合的方法,防治采區煤炭自燃。在工作麵運輸順槽聯絡巷設一活動水箱,用防爆潛水泵定期對工作麵采空區進行噴灑阻化劑;並在地麵安裝製氮設備,經配套管路,直通工作麵,隨工作麵推移對采空區埋壓注氮管路。機電設備附近必須備有沙子、岩粉直接滅火材料和幹粉滅火器。

   注氮係統:地麵製氮機——副井——1562回風石門——混合斜井材料上山——1500井底車場——1500東翼B組煤集中運輸巷——1526階段材料上山——1514運輸順槽——采煤工作麵

   ㈠、注氮安全措施

   1、工作麵注氮前,必須向各有關部門下達注氮通知單,通知單上必須注明注氮地點、開注時間、注氮量等相關數據。

   2、注氮期間,必須保證工作麵有足夠風量,瓦檢員要經常檢測經工作麵風流中的含氧量,以防氮氣溢出。

   3、要定期檢測可能受到影響區域的氣體,發現問題及時彙報處理,對重點區域要掛牌管理,防止氮氣致息事故發生。

   4、要有專人巡回檢查輸氮管路,防止氮氣外漏,一旦發現,要及時彙報處理。

   5、注氮前,必須對氮氣質量進行檢驗,氮氣濃度必須達到98%以上時,方可注氮。

   6、工作麵所有人員必須攜帶壓縮氧自救器,並熟練掌握其用法和避災路線,注氮期間必須有救護隊員跟班監護,確保注氮期間的安全生產。

   ㈡、注氮時機選擇

   1、工作麵過特殊地質條件時,使推進速度減慢。

   2、工作麵出現故障,推進速度減慢。

   3、工作麵采空區側火區範圍大,其它方法處理不能控製火情時。

   4、當預測采空區氣體出現異常或受到上部采空區有害氣體侵襲時。

   5、工作麵麵臨結束收尾時。

   6、由於某種原因,致使工作麵長時間停產時。

   ㈢、防治火災措施

   1、按規定配齊防滅火器材,並定期檢查,發現失效損壞的及時更換。井下庫房設置防火負責人,在工作麵機頭機尾各布置兩台完好的滅火器,在移動變電站配備兩台滅火器,油庫安裝兩台滅火器,滅火器必須有專人負責,運輸機頭機尾及油庫還必須各配備一個砂箱,並備有一定的砂量。

   2各類油料要妥善保管,並製定規章製度,機電設備檢修排放的油脂要排放在妥善地點,不得隨意排放。

   3、要加強皮帶機道、工作麵老塘進風側、距工作麵50m的兩巷易發火區的巡回檢查,發現隱患及時處理。

   4、皮帶巷每隔50m安裝一個三通,並有備用水管,皮帶維修工要巡回檢查皮帶,跑偏時要及時調正,以防皮帶磨擦生火。

   5、對皮帶托輥下、前後部溜子機頭機尾處浮煤要及時清理,防止磨擦生火,兩端頭要及時處理,減少工作麵向采空區漏風。

   6、工作麵上下順槽要設置密閉框,並將氮氣管路拉至密閉框內,當出現明火時,封閉工作麵進行注氮防滅火。

   7、回采期間,加強工作麵浮煤清掃及上下端頭煤炭回收工作減少向采空區丟煤。上下端頭的煤頂如果垮落不充分,必須采取人工打眼爆破的方式強製放頂。

   8、采取快速推進的方式杜絕采空區浮煤自燃。

   9、當工作麵局部發生火災時,火勢太大其它滅火方法無效時,在上下順槽迅速打設防火牆,封閉工作麵,並向工作麵注氮。

   10、必須嚴格按《采煤方法改造設計》要求進行工作麵防滅火工作。

   11、瓦檢員每天對工作麵上隅角、回風巷及工作麵其它區域及可能發熱地點觀測預報一次,對有發火征兆地點要製定措施,積極進行處理。

   12、工作麵出現自然發火預兆或一氧化碳氣體時要立即查明氣體來源並彙報有關部門采取措施進行處理,否則,不準生產。

   13、工作麵采空區必須堅噴灑阻化劑,從而避免老塘浮煤自燃。

   二、防瓦斯措施

   瓦檢員要持證上崗,所攜帶的瓦檢儀要完好,靈敏可靠。

   瓦檢員對所檢測地點的氣體濃度、空氣溫度、測定數據要準確,認真填寫瓦斯手冊、牌板。無空班、漏檢,並執行現場交接班製度。

   跟班礦長、班長、放炮員必須配帶完好的便攜式瓦檢儀,隨時進行瓦斯檢查。

   嚴格執行“一炮三檢製”、“三人聯鎖放炮製”。

   出現氣體超限、高溫及其它特殊預兆時,應立即撤人,並將現場情況報有關部門處理。待采取措施處理之後,工作麵方可正常生產。

   三、防塵措施

   工作麵進回風巷降塵管路安裝要平直、牢固。每隔100m設三通閥門,且保持管路末端距工作麵25m距離。

   在兩道距工作麵50m處設置淨化水幕,各運煤轉載點安裝噴霧裝置。

   每天衝洗巷道煤塵,工作麵放煤前後灑水降塵。

   所有工作人員都要佩帶防塵口罩。

   隔爆設施標準化。隔爆水袋安裝數量,水量必須符合《煤礦安全規程》規定。

   每旬要測塵。測塵點布置要合理。

   機電設備上的煤塵,要班班清理,尤其是電器設備,經常保證設備清潔,無煤塵積聚。

   四、安全監控係統

   必須由專業知識人員進行維修、安裝調試工作。

   必須建立各種規章製度,實行崗位責任製,確保安全監測係統正常運行。

   井下分站主機應安設在幹燥醒目的地方,安裝點前後10m範圍內巷道支護必須完好。安裝高度以1.5m為宜,應經常清掃粉塵和用水衝洗,以免損壞分站主機元件。

   井下分站到傳感器信道所用的通信電纜必須懸掛整齊,禁止拆壓、砸撞,確保信道傳輸信號可靠,準確。

   傳感器應按照要求懸掛在井下需要檢測氣體的地方,應垂直懸掛頂板下300mm處,應經常清掃傳感器上的粉塵,禁止砸撞和用水衝洗,以免損壞元件,影響檢測信息的靈敏度和精度。

   傳感器應安設在堅固的支護處,防止冒頂以及其它機械損傷,安設在工作麵的傳感器放炮時應移到安全防護地點,放炮後再按要求移回規定位置。

   其它安裝維護要求均按出廠說明書的有關規定執行。

   五、束管檢測係統

   ㈠、束管監測點的選擇:

   1、監測點應選擇在有浮煤、被壓酥的煤柱等可能自燃的地點,(如采煤工作麵的回風巷、運輸巷和停采線、煤巷的高冒區等),采掘過程中有漏風和可能積熱的地點,以及有丟失煤的采空區密閉內。

   2、測點應盡量布置在標高較高處、主要漏風通道中壓差最大位置處。

   ㈡管路敷設

   1、敷設管路時應盡量使路徑短、少拐彎,以便減少阻力,防止曲線破壞。還應注意以下幾點:

   ⑴、所選路徑應在行人少、支護完好的巷道內,防止管路被破壞。管路穿過風門牆體時必須打孔。

   ⑵、所選路徑溫差變化幅度要小,在溫度急劇變化的地點要在溫度低的一側設置除水器或其他設施,標高差較大的斜巷(或立井)應在底部設置除水器。

   ⑶、接管箱、除水器、采樣箱的接頭要嚴密不漏氣,且安設位置應與人體高度相適應。

   2、管路吊掛要整齊有序,2條以上的分散管路應設置管夾板,以便於檢查和維修。

   3、管路敷設完畢後,從地麵化驗室到井下各測點,整個係統要進行統一編號,並用壓氣檢查管路順序是否混亂,亂的要及時調整。每一條管路安裝完畢後,必須在測點釋放標準氣體,詳細地記錄管路負壓值、氣體傳輸時間,並和地麵儀器分析的數值進行比較,管路傳輸損失應在允許的誤差範圍內;否則應進一步檢查管路的氣密性。

   ㈢、管路的維護

   1、應檢查管路的漏氣、堵塞、破壞等情況。檢查管路的漏氣和堵塞有以下2個步驟:

   ⑴、當地麵壓力表負壓值突然降低時,說明管路出現了斷路漏氣現象;壓力表負壓值增高時,說明管路發生了堵塞。

   ⑵、通過地麵壓力表變化找出故障管路後,應攜帶負壓表對井下管路逐段進行檢查,查出故障的具體區段和地點。

   2、管路發生故障後,要及時進行處理。管路斷開或接頭漏氣時,要接好或密封;發生水堵時要用空氣壓縮機加壓空氣吹有故障的管路(先用低壓吹3~5分鍾,後用0.3~0.5兆帕的壓力吹,一般吹20分鍾),除水後要複查管路的氣密性。

   3、應經常檢查管路係統,定期打開接管箱、除水器,排除積水。

   ㈣、井下安設、維修管路時的注意事項

   1、在運輸大巷中工作時,應時刻注意來往車輛;束管橫過架空線時必須先停電,後工作。

   2、進入工作地點要先檢查頂幫支護的安全情況,有隱患應立即排除。

   3、禁止進入盲巷工作。在微風巷道或密閉前工作時,必須先檢查瓦斯、二氧化碳濃度,在濃度不超限時,方可進行工作。

   ㈤、測定數據的整理與分析

   1、根據儀器記錄紙上描出的氣體高峰值,按檔次換算成氣體的實際濃度,並準確地填入記錄表內。

   2、根據記錄表內的數據,每天在坐標紙上描出一氧化碳、二氧化碳、氧氣等氣體濃度的變化曲線。

   3、對放炮地點的炮煙影響、高濃度二氧化碳對一氧化碳的幹擾等,要根據該處一氧化碳有無上升趨勢進行正確判斷,防止誤報;必要時可用色譜儀進行分析對照。

   4、定期對井下各測點的氣體變化情況進行分析,每月要有專門小結,發現問題及時向值班領導彙報,確定有發火征兆時,向礦和公司有關領導彙報,以便及時采取有效措施處理。

    運輸

   一、刮板輸送機運輸安全技術措施

   運轉前先檢查設備的零部件是否有缺損、鬆動現象,保證設備完好。

   刮板輸送機運轉前檢查機頭、機尾壓柱是否齊全,刮板、螺絲是否完好,若溜子不完好、超前支護質量差等情況時,應先進行檢修、整改,待存在問題整改完畢後,確認安全可靠時方可開啟,在運轉過程中放煤工要注意觀察周圍情況,發現異常及時通知溜子停止運轉。

   運轉前先發出信號,視刮板輸送機上無人或其他物料時方可開啟。開啟刮板輸送機必須按刮板輸送機操作規程要求操作,不可一次開啟。

   嚴禁刮板輸送機上人員行走。

   嚴禁用刮板輸送機運送物料。

    機電

   一、移架安全技術措施:

   移架時必須先清理幹淨架間和巷道內浮煤,碼放整齊工作地方物料及工具,保證移架人員工作地點線路暢通。

   應由兩人協作完成,一人操作,一人觀察支架運行及頂板安全情況,發現工作麵壓力增大應停止移架並撤出工作麵一切工作人員,待壓力過後方可繼續,嚴禁單人進行移架。

   移架時,支架附近不準其他人員停留。

   支架移不動時要及時查找原因處理後方可移動,嚴禁強拉硬推。

   移架時嚴禁開啟溜子。嚴禁其他工序平行作業。

   巷道局部超高地段應用圓木背絞,防止支架超高失穩。

   巷道有吊包時,必須先處理吊包再移架。

   二、移綜保安全技術措施:

   移綜保前,應先切斷電源,取下電纜。

   移綜保時最好選擇在中午檢修時間移,注意不要把電纜被物件卡住或磨損。

   移綜保時由兩人配合進行人工移動。

   移到位後,應放在綜保架子上,重新掛好電纜,並送電正常。

   其它設備移動按具體的情況而定,需編寫措施時再製定專門的安全技術措施。

    其他

   一、放頂煤措施

   放頂煤時,支架移設和超前支護等符合要求,否則不得放頂煤。

   放煤要由專職的放煤工進行操作,嚴格按放煤順序放煤。放煤要均勻,以防壓死溜子,遇大塊煤堵住放煤口時,用大錘砸碎放出,嚴禁放炮。不得隨意加大放煤口,放煤見矸時立即封口,嚴禁矸石冒落。

   放頂煤人員必須在安全穩定的支架下工作,不允許進入老塘。在放頂煤的過程中,時刻注意上部頂煤垮落情況,防止頂煤滾落傷人。

   機尾放頂煤時,必須把機尾掩好,機尾伸入老塘長度不超過4.5m,棚掩高度小於0.7m,放頂煤過程中壓力增大時,應立即停止放煤,並加強支護.

   在放煤過程中發現淋水增大,泥沙湧出,瓦斯增大,溫度增高等特殊情況,必須立即停止放煤,撤出所有人員,及時彙報有關部門及領導,隻有采取措施處理後,方可繼續放煤。

   溜子停止運轉時,不得放頂煤,不允許放煤和其它工序平行作業。

   工作麵頂煤堅硬不易垮落時,可采用鬆動爆破進行落煤,嚴禁以任何借口進老塘作業。

   溜子在運轉前,首先由溜子工檢查溜子機頭壓柱、刮板、螺絲是否完好,若溜子不完好,支護質量差等情況時,應先進行檢修、整改,待存在問題整改完畢後,確認安全可靠時方可開啟溜子。在運轉過程中放煤工要注意觀察周圍情況,發現異常及時通知溜子工停止溜子運轉。

   二、防冒頂事故措施

   工作麵運輸順槽和回風順槽支護必須架設齊全,防止冒頂事故發生。

   日常經常觀察巷道頂、幫,對煤質鬆軟、構造破碎帶、巷道壓力較大區域等地段,必須及時增加臨時支護,防止冒頂事故。

   由於急傾斜煤層層理走向和巷道方向一致,煤層層理傾向和巷道頂板壓力方向一致,所以巷道頂板支護比較困難。支護時長鋼梁走向不準和煤層層理方向一致,必須斜交布置。

   已發生冒頂處理時,要首先處理鬆動岩麵及不安全因素。用單體支柱配合長鋼梁支護,頂部迅速背絞嚴實,支護過程中班長要現場組織指揮。

   冒頂範圍較大時,根據工作麵實際,另編寫補充處理措施,進行處理。

   三、壓架處理措施

   處理壓架,若需要放炮時,必須對支架油缸、管路、閥片進行保護後方可作業。

   若遇頂板破碎時,采用挑頂、臥底處理壓架時,首先應在支架兩側架設臨時走向棚,防止局部冒頂傷人。

   四、 設備管理措施

   支架工、泵站工、溜子工必須由持有合格證的專職人員擔任,嚴禁無證上崗。

   所有設備必須勤加油、勤檢修、嚴禁帶病運行。

   支架移設嚴格按照支架動作圖進行,出現歪架應及時處理。

   嚴禁帶載移架,支架移不動時要找原因處理,嚴禁強拉硬推。

   泵站壓力必須符合要求,乳化液濃度不低於3~5%,嚴禁使用汙水。

   泵站和液壓係統中的各級濾網過濾器和管路要每周清洗一次,乳化液箱每月清洗一次。

   溜子在正常運行過程中,溜子要及時挖倒煤,溜子啟動不起時要找原因處理,嚴禁強行起動。所缺刮板應及時補齊。

   五、油脂使用管理

   設備的油脂必須按規定使用,不得更換油的品種或混用不同牌號,不同品種的油脂。

   油脂要設專人負責管理,注油時,要仔細清洗注油器,防止煤粉,岩粉進入。

   六、工作麵兩巷維修及回收措施

   巷道內出現墜包、片幫等現象要時維修,確保回風巷最低高度不小於1.8m,機道不小於2m。

   巷道內變形的地方及時錨網維修,掉包處及時補打錨杆。

   兩道浮煤雜物必須及時清理幹淨,備用材料碼放整齊,做到通風行人暢通。

   兩巷維修必須派專人負責,維修時應由外向裏外依次進行。維修現場有空頂時,必須及時背絞嚴實。

   對巷道中使用的單體液壓支柱必須完好,若有自動卸載現象卸載支柱,應及時更換。

   超前支護支柱隨開幫隨回,逐根回收,

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