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前言山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿于2006年11月投产-380m水平1300采区设计由泰安市煤炭局于2008年6月以泰煤字【2008】67号文号批准从三维勘探资料结合本区域钻孔以及掘进实际揭露情况分析本区域地质条件中等偏复杂为保证采面安全生产生产系统合理可靠,最大限度地提高采面经济效益、煤炭资源回收率,山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿编制了-380m水平1312综放工作面设计
一、编写依据
1、《山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿初步设计说明书》《山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿安全设计专篇》
2、《山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿建井地质报告》
3、《山东华宁矿业集团有限公司鑫安煤矿-380m水平1300采区设计说明书》
4、《山东华宁矿业集团有限公司-380m水平1312采煤工作面地质说明书》
5、《煤炭工业矿井设计规范》
6、《煤矿安全规程》
二、设计指导思想指导思想认真贯彻国家有关煤矿的方针、政策和法律、法规,严格执行煤矿的有关规程、规范和规定,从现有实际情况出发,充分利用现有生产系统和技术装备,合理布置生产系统,确保安全生产,稳步提升采面生产能力,实现最大限度回收煤炭资源,达到安全可靠、技术可行、效益良好的目的第一章工作面概况
一、工作面位置、周边关系及开采情况-380m水平1312采煤工作面是矿井-380m水平1300采区的第12个采煤工作面,为-380m水平1310采煤工作面接续采面,1312采面以东为F67断层,南为F37-3断层,北为1300采区南翼轨道下山,西为1310采面采空区-380m水平1300采区位于F
35、F
36、F
37、F
45、F33断层之间,区内F34断层落差30m-50m走向近东西,横贯采区中部,把本采区从中部分割成南北两个块段北部为F
35、F
33、F
45、F34包围块段,南部为F
34、F
24、F
36、F
37、F45包围块段,区内F43边界附近煤岩受岩浆岩侵蚀,其余部分条件相对简单,煤层赋存稳定,走向变化不大,煤岩层倾角在100-240之间,具体为浅部小、深部大,采深在350m-660m井下标高为-300~-610m,地面标高为+56~+
57.1m
二、地形地物1312采煤工作面位于工业广场以东,地面标高为+56~+
57.1m,区内地形平坦为大面积农田,无积水区、无水渠,无建筑物,为大面积农田,1312工作面的回采对地面无影响
三、工作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征
1、1312工作面走向平均长度280m、倾向平均长度140m、面积为39200㎡,工作面倾角在8~22°之间1312采煤工作面位于-380m水平,开采煤层为山西组第3煤层,煤层厚度在
3.8~
6.2m之间,平均为5m由亮煤及暗煤组成,块状,含黄铁矿薄膜,硬度系数f=
1.8~
1.9,含夹矸1~2层(岩性主要为灰色泥质粉细砂岩,厚度约
0.2~
0.5米,局部缺失)工作面沿伪倾斜方向开采煤层产状倾向85~140°,倾角12~28°
2、煤层直接顶为粉细砂岩,厚度为2~
3.6m;老顶为中细砂岩,厚度为5~8m;煤层直接底为粉细砂岩,厚度为
3.6~
5.8m;老底为中细砂岩,厚度为
5.5~12m
3、本工作面内还可能存在落差较小的断层,但对回采影响较小
4、鑫安煤矿属低瓦斯、低CO2矿井,瓦斯绝对涌出量为
0.04m3/min,瓦斯相对涌出量为
0.13m3/min,CO2绝对涌出量为
0.08m3/min,CO2相对涌出量为
0.25m3/min煤尘爆炸指数为40%-42%,属爆炸性煤层煤的自燃发火期为61天自燃倾向性为二类自燃
四、储量情况
(一)储量1312采面工作面煤层赋存较稳定,可采储量为270480t,设计回采率为86%,回采煤量232612t,损失煤量37868t(其中设计地质损失量7438t)
(二)工作面服务年限生产能力计算工作面使用综采放顶煤时,采用一采一放的方式每天2个循环,每循环进尺
0.6m,机采高度
2.2m,放煤高度为
2.8m,煤层综合回收率按86%计日产量140×
0.6×2×5×
1.38×
0.86=997(吨)月产量140×
0.6×2×5×
1.38×
0.86×30×90%≈26920(吨)结合工作面实际情况和矿年度计划每月产量按26920吨计算,服务时间为
8.3个月工作面服务年限=工作面回采储量(采用综采放顶煤段)/月产量=232612/26920≈
8.64(月)1312采煤工作面采用综采放顶煤工艺的服务年限为
8.64个月第二章地质构造1312采煤工作面附近存在以下断层,由于本区地质构造较复杂,在本工作面内还可能存在落差较小的断层,对回采影响较小附断层情况表断层名称倾向倾角断层性质断层落差(m)对回采的影响F37-3180~190°65°正10~20采面南部边界断层,对回采无影响F6790~100°70°正5采面东部边界断层,对回采无影响F08-420~30°35°正0~2采面上顺槽揭露断层,对回采影响不大F52220°30~50°正0~3采面内部断层,造成煤层局部变薄,断层带附近应加强支护,对回采有一定影响第三章水文地质及水害评价
1、3煤层顶、底板砂岩以灰黑色粉细砂岩、灰白色中砂岩为主,为开采3煤层的直接充水含水层本工作面3煤层顶底板都为弱含水层,在回采过程中个别地点可能会有淋水现象,预计采面正常涌水量
0.1m3/h,最大涌水量
0.5m3/h,对回采无影响
2、3煤层下距三灰
48.1~
65.5m,且三灰属弱含水层,对回采无影响
3、根据井下巷道揭露及钻探资料分析,工作面内断层及边界断层均不含水、不导水,对回采无影响
4、本回采工作面无钻孔,不会出现钻孔导水情况,无钻孔突水危险总之,该工作面水文地质条件清楚、简单、无突水危险建议
1、回采过程中要坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则,当工作面及附近工作地点发现有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙、出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水征兆时,应当立即停止作业,报告矿调度室,并发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员在原因未查清、隐患未排除之前,不得进行任何采掘活动
2、当汛期本区域连续降雨达到50mm以上或天气预报为“暴雨”的天气时,必须停产撤人
3、该工作面为伪倾斜上山开采,在下顺槽敷设好双泵双回路排水系统,保证排水能力不低于20m3/h
4、在设计1312上顺槽掘进过程中及工作面回采前应及时对1310工作面采空区进行探放水工作第四章防水煤(岩)柱计算与留设底板安全隔水层厚度计算根据《煤矿防治水规定》安全隔水层厚度计算公式按突水系数计算由T=P/MT—突水系数,MPa/m;P—底板隔水层承受的水头压力,Mpa;M—底板隔水层厚度,m可得公式M=P/T1312采面采深为630m,P值取
6.3Mpa;T突水系数不大于
0.06MPa/m,计算中T选取
0.06MPa/m,可得M=
6.3/
0.06=105(m)所以,根据突水系数评价安全开采,有效隔水层厚度必须大于105m奥灰与3煤间距为180~190m远大于有效隔水层厚度M:105m,符合安全可采距离要求第五章工作面巷道布置
一、顺槽、切眼、停采线等位置的确定及依据1312综放工作面位于-380m水平1300采区南翼块段,本采区由泰安市煤炭工业管理局批复,1312综放工作面通过-380m水平1300南翼采区轨道下山进风,通过-600m水平南翼回风联络巷回风形成采面通风系统,采面煤炭通过1312采煤下顺槽运至1312采面运输联络巷,经1312采面煤仓贮存中转后,由-600m胶带暗斜井运至-380m水平煤仓1312采面上顺槽布置根据1310采面采空区保护煤柱范围而确定;1312采面下顺槽布置根据采面正常合理推采长度及F67断层位置而确定;1312采面切眼布置根据F37-3断层位置而确定,并与采面上下顺槽的巷道方位呈90°夹角;停采线是根据-600m胶带暗斜井及1300南翼采区轨道、集运下山保护煤柱尺寸而确定
二、巷道断面形状、几何参数及支护形式采煤工作面上、下顺槽,均沿煤层底板布置,下顺槽主要用于回风、运煤,上顺槽主要用于进风、辅助运输采用锚网、29#U型棚及背板支护,直墙半圆拱断面净宽
3.2m,净高
3.2m,净断面积
9.1m2锚杆采用Φ22×2300mm树脂螺纹钢锚杆,锚杆间排距
0.8×
0.8m,棚后全断面铺设网格为50×50冷拔丝经纬网,采用长×宽×厚=1000×100×50mm木背板背帮,棚距
0.8m采面切眼沿煤层底板布置,矩形断面,净宽
6.0m,净高
2.8m,净断面积
16.8m2采用锚网索、W型钢带支护,采用液压点柱配铰接顶梁托
2.6和
4.2mπ型钢支护顶板锚杆采用Φ22×2300mm树脂螺纹钢锚杆,顶部锚杆间排距1×1m,帮部使用钢筋梯锚杆间距为2m,锚索采用Φ
17.8×8000mm预应力钢绞线,间排距2×2m每排3根全断面铺设W型钢带,排距
0.8m附上、下顺槽及切眼断面图第六章采煤方法及工作面装备
一、采煤方法、生产工艺该矿井所采煤层均为倾斜煤层本区所采3煤厚约
5.0m,结合该矿井多年的煤炭开采成功经验及矿井现有生产设备条件,决定在-380m水平1312采面采用综采放顶煤采煤方法,按走向长壁布置,采用全部垮落法管理顶板采煤工艺双滚筒采煤机割煤,采高
2.2米±O.l,循环进度为
0.6米液压支架尾梁插板伸缩、升降尾梁放顶煤,放煤高度
2.8米、采放比为1:
1.3采取一采一放,双轮循环顺序折返放煤工艺,放顶煤步距为
0.6米落煤方法
1、采煤机的进刀采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式,斜切进刀段长度以采煤机前滚筒为准不少于23m,进刀深度
0.6m具体操作如下1)采煤机向下(上)割透端头煤壁后,向上(下)推移刮板运输机,使得刮板运输机弯曲段为15m后,翻转煤机挡煤板,将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,通过15m的弯曲段至35m处,使得采煤机达到正常截割深度(即
0.6m)按要求推移刮板运输机至平直状态2)翻转采煤机挡煤板,将两个滚筒的上下位置调换,向下(上)割三角煤至割透端头煤壁3)割完三角煤以后,翻转采煤机挡煤板,将两个滚筒的上下位置调换,采煤机进入正常割煤状态采煤机进刀示意图
2、采煤机正常割煤正常割煤长度为105米,采煤机以
2.5m/min的速度向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式
3、放煤放煤工艺采用一采一放顶煤放煤步距
0.6米,双轮循环顺序折返放煤工艺工作面后部输送机在每个循环放煤后按照自下而上的顺序及时拉移,拉移步距为
0.6m
二、工作面装备
1、液压支架支护强度验算理论支护强度的计算Q=N×H×F×Z×
9.8=8×
2.2×
4.27×
2.6×
9.8=1913KN式中Q:要求的支架工作阻力,KN;N:采高的倍数,一般取6~8,这里取8;H:工作面采高,
2.2mF:支架的支护面积,
4.27m2;Z:煤层顶板岩石容重,
2.6t/m3由于工作面液压支架工作阻力为3000KN故所选液压支架工作阻力满足要求
2、支护设备选择1312综放工作面选用ZF3000/16/25型液压基本支架,ZFG4200/18/28过渡液压支架支护根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,选用以上型号液压支架,在满足顶板管理支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求
3、乳化液泵站乳化液泵选用BRW200/
31.5型2台,喷雾泵选用PB-200/63清水泵,准备两泵一箱;输液管路选用高压胶管,耐压45MPa以上主要技术参数如下:1乳化液泵:型号:DRB200/
31.5公称流量:200L/min公称压力:
31.5MPa电机功率:125kW
(2)高压喷雾泵:型号:WPZ320/10公称流量:320L/min公称压力:10MPa电机功率:37kW泵站使用规定要保证泵站压力大于30MPa,使用ME20-5型号乳化液,乳化液浓度
1.8%-
2.0%要加强支架与泵站的维修杜绝系统的窜漏液工作面条件与支架适应对照表工作面条件支架适应条件采高
2.2m
2.2-
2.4m倾角8-2200-350煤厚5m8m煤硬度
1.8~
1.93底板比压46Mpa
1.26Mpa支护强度
0.29Mpa
0.69-
0.71Mpa顶板种类Ⅱ级Ⅱ类Ⅲ级Ⅲ类基本液压支架的主要技术特征支架选用ZF3000/16/25型支架支撑高度
1.6~
2.5m整体运输外形尺寸(长×宽×高)=5450×1210×1600mm初撑力2532KN工作阻力3000KN支撑强度
0.69-
0.71MPa底板比压
1.26MPa过渡支架主要技术特征支架选用ZFG4200/18/28型支架支撑高度
1.8~
2.8m整体运输外形尺寸(长×宽×高)=4300×1420×1800mm初撑力3956KN工作阻力4200KN支撑强度
0.67-
0.69MPa底板比压
1.6Mpa采煤机主要技术参数型号MG150/380-QWD生产能力1160t/h采高范围
1.5-
3.2m适应工作面倾角≤350适应煤质硬度≤4截深630mm牵引速度0-
6.5m/min外形尺寸(长×宽×高)12580×1840×1127mm运输设备
①刮板运输机型号SGZ630/264型电机功率2×132KW额定功率132KW运输能力450t/h中间槽尺寸(长×宽×高)1250×590×252前、262后mm刮板链中双链节距125mm
②型号SGB630/150C型电机功率2×75KW额定功率2×75KW运输能力250t/h中间槽尺寸(长×宽×高)1500×630×190mm
③SSJ1000/2×75型带式输送机技术参数为电机功率2×75KW运输能力630t/h带宽1000mm带速1m/s
④PCM110型破碎机技术参数为生产能力1000t/h电机型号KBY550-110A功率110KW1140V
⑤SZZ764/132型转载机生产能力900t/h电机型号KBYD550-132/65-4/8辅助运输设备辅助运输设备选用
1.0吨矿车、盒子车无极绳绞车主要技术参数如下型号JWB-75BJ牵引力6t绳径
21.5mm绳速
1.2m/s绳容量580m第七章生产系统
一、煤炭运输系统采煤机破、落、装煤和前部刮板运输机前移配合装煤;破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤,在插板缩回后,在利用自重自动溜入后部刮板输送机的溜槽中运出插板完成大块煤的破碎并通过上下升降破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构前后两部刮板运输机平行运煤集中到运输巷转载机内和通过胶带输送机运出移溜方式采用推移千斤顶推移前部刮板运输机和拉移后部刮板运输机的方式,推拉步距
0.6m,弯曲段长度不小于15m,推拉方向为自下(上)而上(下)
1、采煤机向下(上)端正常割煤时按照自上(下)而下(上)的顺序,依次推拉刮板运输机,至距离采煤机后滚筒20m处
2、在采煤机向上(下)斜切进刀切入煤壁规定截深后,将前部运输机按自下(上)而上(下)的顺序推向煤壁成一条直线运煤系统路线由工作面→1312工作面下顺槽→1312工作面运输联络巷→1312采面煤仓→1312采面皮带运输巷→-600m水平南翼回风联络巷→-600m胶带暗斜井→-380m水平煤仓→-380m胶带暗斜井→-147m井底煤仓→主井→升井运输设备选型设计1312采面采用综放采煤工艺施工时下顺槽及运输联络巷共安设3部皮带3部皮带运输机中选取运输距离最长、倾角最大的条件进行计算,已知,皮带机长120m,倾角为16°,采取上运输方式,给煤量按250t/h选型计算设备选型计算如下
(1)胶带的输送能力t/h
(2)胶带速度(初定胶带宽度B=1m)选标准速度V=2m/sK–货载断面系数,取458C-倾角系数,取
0.9γ—货载的散集密度,取
0.
85.
(3)验算胶带宽度满足要求5单位长度胶带上货载质量
(6)单位长度胶带质量取qd=
12.23kg/m
(7)单位长度托辊质量上托辊下托辊:Gg–重段托辊转动部分质量,取11kg–空段托辊转动部分质量,取11kg-重段托辊间距取
1.5m-空段托辊间距取
3.0m
(8)张力计算取重段阻力系数w=
0.04,取空段阻力系数w´=
0.035重段阻力空段阻力各张力点列图如下各张力点计算表各点标号计算公式用S1表示各点张力结果N1S1S119362S2=S1+WkS2=S1-34015963S3=
1.06S2S3=
1.06S1-36016924S4=S3+WzhS4=
1.06S1+17640213845S5=
1.06S4S5=
1.124S1+18698226676S6=
1.06S424000式1式2值—取
13.45二式联立,由表可知最大张力点在S6点9按m=11的安全系数求所需胶带的纵向拉伸强度选用纵向拉伸强度为800N/mm的PVC整编芯阻燃胶带10验算摩擦力备用系数合适11主动滚筒圆周牵引力12电动机功率配备75KW电动机2台
二、辅助运输系统工作面需用材料、设备等物资,采用
1.0t矿车或盒子车,通过-380m轨道暗斜井、-600m轨道暗斜井松至1300南翼采区轨道下平车场,通过1300南翼采区轨道下山提至1312采面上顺槽车场至工作面辅助运输系统路线由副井→-147m井底车场→--380m轨道暗斜井→-600m轨道暗斜井→1300南翼采区轨道下平车场→1300南翼采区轨道下山→1312采面上顺槽车场→工作面辅助运输设备选型设计1312综放工作面正常生产时,使用绞车为1300南翼采区轨道下山绞车一部,1312采面上顺槽绞车一部
1、已知1300南翼采区轨道下山绞车类型为55KW绞车,牵引力为
4.5T,使用绳为6×19-
21.5型绳,下山长度为260米,斜巷倾角为230,现在提升最大不可拆物料7T看能够满足提升要求根据公式可先算出提升时最大拉力FmaxFmax=n·gm1+m2sinβ+f1cosβ+mp·gL-xsinβ+f2cosβ其中
(1)n为提升车数,n=1(现提升一辆车试验)
(2)g为重力加速度,g=10m/s2
(3)m
1、m2为物料车及物料重量,m1+m2=7000KG
(4)β为斜井倾角,现β=230
(5)f1为矿车运行摩擦阻力系数矿车为滚动轴承时,f1=
0.015滑动轴承时f1=
0.02因矿车为滚动轴承故f1=
0.015
(6)mp为每米钢丝质量,查表6×19-
21.5绳质量为
1.63kg/m
(7)L为斜井长度L=260m
(8)x为由提升开始起点车组的行程,x=0在最低时,F最大
(9)f2为钢丝绳沿托辊和底板移动阻力系数钢丝绳全部支承在托辊上时取f2=
0.15-
0.20局部支承在托辊上时取f2=
0.25-
0.4,现取最大f2=
0.4代入得Fmax=1×7000(sin230+
0.015·cos230)10+
1.63×260×sin230+
0.4·cos23010则Fmax=
31213.3N换算g=10N/kgFmax/g=
3121.33kg=
3.12133TFmax55绞车提升能力(
4.5T)验算钢丝绳的安全系数Ma=Qp/Fmax≥规程安全系数
6.5Qp为所选绳的钢丝破断拉力总和,查表得Qp=
318.76KN代入Ma=
318.76KN/
31.2133KN=
10.
26.5大于绳的安全系数,故选择成功可以满足提升要求
2、已知1312采面上顺槽绞车类型为75KW无级绳绞车,牵引力为6T,使用绳为6×19-
21.5型绳,下山长度为280米,斜巷倾角为100,--100现在提升最大不可拆物料7T看能够满足提升要求根据公式可先算出提升时最大拉力FmaxFmax=n·gm1+m2sinβ+f1cosβ+mp·gL-xsinβ+f2cosβ其中
(1)n为提升车数,n=1(现提升一辆车试验)
(2)g为重力加速度,g=10m/s2
(3)m
1、m2为物料车及物料重量,m1+m2=7000KG
(4)β为斜井倾角,现β=-100
(5)f1为矿车运行摩擦阻力系数矿车为滚动轴承时,f1=
0.015滑动轴承时f1=
0.02因矿车为滚动轴承故f1=
0.015
(6)mp为每米钢丝质量,查表6×19-
21.5绳质量为
1.63kg/m
(7)L为斜井长度L=200m
(8)x为由提升开始起点车组的行程,x=0在最低时,F最大
(9)f2为钢丝绳沿托辊和底板移动阻力系数钢丝绳全部支承在托辊上时取f2=
0.15-
0.20局部支承在托辊上时取f2=
0.25-
0.4,现取最大f2=
0.4代入得Fmax=1×7000【sin(-100)+
0.015·cos(-100)】10+
1.63×260×【sin(-100)+
0.4·cos(-100)】10则Fmax=26300N换算g=10N/kgFmax/g=
26.3KNFmax55绞车提升能力(60KN)验算钢丝绳的安全系数Ma=Qp/Fmax≥规程安全系数
6.5Qp为所选绳的钢丝破断拉力总和,查表得Qp=
318.76KN代入Ma=
318.76KN/
26.3KN=
12.
16.5大于绳的安全系数,故选择成功可以满足提升要求
三、供水系统1312综放工作面的防尘用水取至地面280m3静压水池沿Φ108mm防尘水管进入井下能提供不少于200m3水量且设有沉淀池供水路线:静压水池沿Φ108mm防尘水管→副井→-380m轨道暗斜井→-600m轨道暗斜井→1300南翼采区轨道下山→2寸防尘水管→1312综放工作面下顺槽→工作面2寸防尘水管→1312综放工作面上顺槽→工作面下顺槽供水管每隔100m设一个截止阀门,每隔50m设一个三通阀门通过三通阀门给水幕及转载点喷雾头供水上顺槽供水管每隔100m设一个截止阀门,每隔50m设一个三通阀门通过三通阀门,给工作面喷雾头和除尘水幕供水
四、排水系统本矿井现有三个井下排水泵房-147m水平中央泵房、-380m水平中央泵房和-600m水平中央泵房排水方式由-380m水平泵房水仓水泵直接排到地面-380m水平泵房装备MD300-65×8型水泵3台,电动机功率为220kW,电压为6kV正常涌水时,一台工作,一台检修,一台备用-380m水平排水系统现有245×12排水管2趟,经轨道斜井、副井敷设至地面,正常涌水时管路一趟工作一趟备用水仓容量为2380m3-600m水平泵房,选用三台MD150-30×10高压水泵;电机型号为YKK355-4,6kV/200kW;电动机启动器为三台BGP50-6型设置两趟Φ180×8永久排水管路排到-380m水平水仓1312综放工作面的水源主要为3煤顶板砂岩水和防尘水,顶板砂岩水表现为顶板淋水,但与其它含水层水源无水力联系根据技术部门提供的资料,最大涌水量
0.5m3/h,正常涌水量
0.1m3/h工作面下顺槽设临时水仓1个,采用矿用“工”字钢架棚支护;梯形断面,棚距800mm,水仓有效容积为17m3安设潜水泵两台,型号QBK45/22-
7.5,流量不低于20m3/h,将采面涌水排至1312采面皮带运输巷临时水仓,半圆拱断面,净宽
2.8m,净高
2.8m,有效容积为20m3,安设潜水泵两台,型号QBK45/22-
7.5,流量不低于20m3/h,将涌水排至-600m南翼回风联络巷,通过水沟经流入-600m水平大巷进入-600m水平泵房水仓
五、通风系统、风量计算该矿井属低瓦斯矿井,通风方式为中央并列抽出式通风,副井进风,主井回风目前总进风量4200m3/min,总回风量4290m3/min地面通风机房装备BDK65-10-NO26型轴流式通风机两台,分别配用2×160kW电动机,担负全矿井通风任务反风方式为风机反转采煤工作面需风量的计算
1、采煤工作面需风量的计算
(1)、按气象条件计算Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl=60×70%×1×
11.12×
1.2×1=
560.4m3/min式中Vcf—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表1中选取,m/s;Scf—采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;Kch—采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;Kcl—采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3;70%—有效通风断面系数;60—为单位换算产生的系数采煤工作面进风流气温与对应风速表1采煤工作面进风流气温0C采煤工作面风速m/s<
201.020-
231.0-
1.523-
261.5-
1.8Kch—采煤工作面采高调整系数表2采高m<
2.
02.0-
2.5>
2.5及放顶煤面系数Kch
1.
01.11.2Kcl—采煤工作面长度调整系数表3采煤工作面长度m风量调整系数kcl<
150.815-
800.8-
0.980-
1201.0120-
1501.1150-
1801.2>
1801.3-
1.4
(2)、按照瓦斯涌出量计算Qcf=100·qcg·kcg=100×
0.04×
1.4=
5.6m3/min式中qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数
(3)、按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67·qcc·kcc=67×
0.08×
1.4=
7.5m3/min式中qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过
1.5%的换算系数
(4)、按工作人员数量验算Qcf≥4Ncf≥4×26≥104m3/min式中Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数,人;4—每人需风量,m3/min
2、按风速进行验算本工作面风速验算按最大值
560.4m3/min进行验算
(1)验算最小风量Qcf≥60×
0.25Scb≥60×
0.25×
11.72≥
175.8m3/min
(2)验算最大风量Qcf≤60×
4.0Scs≤60×4×
10.52≤
2524.8m3/min式中Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;根据以上计算和验算,本工作面的选取配风量为
560.4m3/min,能够满足生产需要通风路线(新风)由副井→-147m水平井底车场→-380m轨道暗斜井→-600m轨道暗斜井→1300南翼采区轨道下山→1312采面上顺槽→1312综放工作面(乏风)→1312采面下顺槽→1312采面皮带运输联络巷→1312采面皮带运输巷→-600m水平南翼回风联络巷→-600m胶带暗斜井→-380m水平总回总回风巷→-380m胶带暗斜井→主井
六、瓦斯防治瓦斯检查工作面配备专职瓦斯检查员,瓦斯检查员巡回检查工作面瓦斯每隔3~5小时检查一次每班至少检查两次,并填写检查牌板瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以里10m处、运输顺槽皮带机头处、上下隅角和工作面中,瓦斯检查员把检查结果最大值填入瓦斯检查牌板,并告知跟班区长和班长,瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近
七、防灭火系统
(一)防灭火设计
1、喷洒阻化剂预防采空区发火设计喷洒气雾阻化剂:采用KMB-36-3型阻化多用泵,将ΜgCl2溶液喷洒飘逸在上、下顺槽及采煤工作面、放顶采空区松散煤体上,降低煤的氧化活性,达到抑制煤在空气中氧化的目的
2、灌黄泥浆预防采空区发火设计利用2ZB-200/4-22型注浆泵向采空区灌注黄泥浆,将黄泥浆充填至老空煤岩体裂隙内,隔绝遗留煤炭与氧气接触,从而达到抑制煤的氧化,防止煤炭自燃
3、设置挡风帘预防采空区发火设计工作面上、下隅角沿切顶排吊挂挡风帘减少向采空区漏风从顺槽切顶线处向外延伸10m;挡风帘底边距底板不大于200㎜;关门柱处挡风帘吊挂贴近顶板,下边挡到底板
4、上、下顺槽切顶线处砌筑阻燃墙在采空区“U”形漏风通道的进、回侧,砌筑袋装的粘土为材料的可缩性耐压阻燃墙其作用机理是阻燃墙增加了自燃区漏风的风阻,并降低了自燃区进、出风间的风压差
5、注凝胶对工作面上、下隅角进行注凝胶预防采空区发火,在上下隅角五花布置1寸钢管,注胶配液浓度为水水玻璃=9:1,水碳酸氢钠=9:1,通过高压管压入采空区
6、特殊时期的防灭火管理初采、撤面、工作面长时间停产、过断层等地质条件复杂地段工作面推采速度相对较慢时,应进一步加强监测监控,制定特殊防火措施和应急预案,加大对采空区注凝胶、黄泥量加强KJ76N安全监控系统和束管监测系统的数据及时进行分析,发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、及防灭火标志性气体CO浓度超过
0.0024%或增加较快时,要及时组织进行撤人、防灭火等
八、安全监控系统
1、按《煤矿安全规程》第169条的规定按《煤矿安全规程》第169条的规定在1312综放工作面进风巷配电点设置KJ76N-F型分站一台通过信号线沿上顺槽与传感器连接实现甲烷断电功能报警浓度≥
0.8%;断电浓度≥
1.0%;复电浓度<
0.8%传感器每隔7天调校一次
2、GJ4-2000型甲烷-温度传感器设在回风顺槽,垂直悬挂距顶板(棚梁)约300mm,距巷帮不小于200mm,一台距工作面煤壁不大于10m不小于5m范围内;另一台安设在距回风联络巷10~15m范围内;第三台安设在工作面上隅角的位置(上隅角处并悬挂便携式瓦检仪)甲烷断电仪的主机接在运输设备总馈上电源取自馈电的电源侧
3、GF-2000型风速、GT1000-2000型一氧化碳传感器设在回风顺槽测风站内垂直悬挂距顶板(棚梁)约300mm,距巷帮不小于200mm;
4、在瓦斯超限时,工作面甲烷断电仪可切断回风顺槽及工作面的所有非本质安全性设备电源
5、必须保证甲烷断电仪正常有效,严禁人为损坏每天用便携式甲烷报警仪与断电仪对比,偏差较大时以读数大者为准,并要在24h内调校完毕,发现失效失灵及时更换
6、拆除或改变与甲烷断电仪关联的电气设备的电源线及控制线、检修与断电仪关联的电气设备,需要断电仪停止运行时,须报告调度室,并用便携式甲烷报警仪监测,方可进行生产,否则要停止生产
7、挪移探头可以由溜子司机或机电修工进行甲烷断电仪必须固定人员进行维护确保系统的灵敏可靠当瓦斯超限或装置报警时,要按规定安排撤人,并及时查明原因,进行处理
九、供电系统矿井在工业场地建有35/6kV变电所一座,两回路35kV电源分别引自宁阳县城西110kV变电站和东疏镇35kV变电站导线均选用LGJ-95线路长分别约为9km和4km井下设有-147m水平变电所、-380m水平变电所和-600m水平变电所三个变电所井下-147m水平变电所电源引自地面35KV配电所,下井电缆2条,分属地面35KV配电所6KV不同母线段,
一、二回路电缆型号MYJV42-3×50mm2,长度分别为740m主要向3台200KW水泵及-147m水平用电设备供电井下-380m水平变电所,电源引自地面35KV变电所,下井两回路电缆,一回路电缆型号MYJV42-3×185mm2,长度1200m;二回路电缆型号MYJV42-3×185mm2,长度1250m6KV单母线分段运行,主要向3台800KW水泵及各采掘工作面供电在-600m井底车场附近设水平变电所,变电所6kV母线为单母线分段接线系统,两段进线引自-380变电所两段负荷开关,电缆选用MYJV32-3×185高压电缆,Ⅰ、Ⅱ段电缆分别长度为832米和845米-600m水平变电所设BPG9L-6G型矿用隔爆高压真空配电装置19台,KBSG-630/66/
0.69kV630kVA矿用隔爆型干式变压器2台,一台运行,一台备用BKD20型矿用隔爆馈电开关18台,主要担负主排水泵、暗斜井胶带输送机、暗斜井绞车、-600m井底车场所有低压负荷供电、采掘工作面全部负荷及采区照明负荷用电方案选用两台移动变电站从-600变电所6KV高压防爆开关GF-40负荷侧用MYPTJ-
3.6/63*35+3*16/3+3*
2.5型高压电缆200米引至采面移动变电站移动变电站容量选用1000KVA,低压侧输出电压为1140V供采煤机、前后刮板输送机、乳化泵站、喷雾泵、轨道绞车、明综保等从-600变电所6KV高压防爆开关GF-41负荷侧用MYPTJ-
3.6/63*35+3*16/3+3*
2.5型高压电缆200米引至采面移动变电站移动变电站容量选用800KVA,低压侧输出电压为1140V供1301下顺溜子、转载机、破碎机、下顺皮带、照明综保该方案供电系统简单,采煤机、前后刮板输送机供电采用1140V电压等级,启动电流小,电压降较小负荷统计表1序号设备名称型号规格数量单台容量(kw)总容量(kw)电压(v)备注1采煤机MG150/380-QWD137137111402前部刮板输送机SGZ630/2641132×2132×211403后部刮板输送机SGZ630/2641132×2132×211403乳化泵站BRW200/
31.521252501140一台备用4喷雾泵WPZ320/101373711405照明综保ZBZ-4M341211406无极绳绞车JWB-75BJ175751140负荷统计表2序号设备名称型号规格数量单台容量(kw)总容量(kw)电压(v)备注1转载机SZZ764/132113213211402刮板输送机SGB630/150C115015011403破碎机PCM110111011011403胶带输送机SSJ-1000/2×75115015011404胶带输送机SSJ-1000/372377411405照明综保ZBZ-4M14411406小水泵QBK20/50-
7.
517.
57.
511401、选择变压器11#移动变电站(供采煤机、前后刮板输送机、喷雾泵、照明综保、乳化泵)装机功率Pe=371+132×4+125+37+12+75=1148KW需用系数kx=
0.4+=
0.4+=
0.55计算容量:Sca===902kVA选择KBSGZY-1000/6/
1.2型移动变电站22#移动变电站(供下顺刮板输送机、破碎机、转载机、下顺皮带)装机功率Pe=150+150+132+110+37+37+4=620KW需用系数kx=
0.4+=
0.4+=
0.69计算容量:Sca===611KVA选择KBSGZY-800/6/
1.2型移动变电站
2、选择电缆1)1#移动变电站高压电缆的选择移动变电站高压侧电流IB===110A选择:MYPTJ-
3.6/6-3×35+3×16/3+3×
2.5型高压电缆200米载流量110138A符合要求2)2#移动变电站高压电缆的选择移动变电站高压侧电流IB===60A选择:MYPTJ-
3.6/6-3×35+3×16/3+3×
2.5型高压电缆180米载流量60138A符合要求
3、高压电缆的校验(按线路电压损失计算10KV以下不大于7%)1)地面变电所至-380变电所高压电缆的效验基本参数有功功率Pjs=
3124.2KW无功功率Qjs=
1874.5KVR视在功率Sjs=
3643.4KVA功率因数
0.8IB===
350.6AMYJV42-3×185型高压电缆载流量438A>
350.6符合要求-380变电所高压电缆的校验-380变电所高压电缆电压损失计算10KV以下不大于7%在正常涌水量时,在从地面变电所至-380水平变电所下井电缆上的电压降查《煤矿电工手册》表10-3-6,可求得cosΦ取
0.8时截面185mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为
0.439%按公式ΔU1=KPL1=
0.439%×
3.124×
0.8=
1.097%公式中K-每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数,查表得
0.439%P-电缆输送的有功功率
3.124MWL-电缆长度
0.8KM下井电缆为两根185㎡电缆,所以在正常情况下的压降,应是1/2ΔU1=
0.5485%,当有一回路高压电缆发生故障,且最大涌水量时的电压降效验按公式ΔU1max=KPL1=
1.097%×
3.844×
0.8=
3.373%2)-380变电所至-600水平变电所高压电缆的效验基本参数有功功率Pjs=
1884.2KW无功功率Qjs=
1413.2KVR视在功率Sjs=
2355.28KVA功率因数
0.8IB===227A选择:MYJV32-3*185型高压电缆载流量227438A符合要求-600水平变电所高压电缆效验在正常涌水量时,在从-380变电所至-600水平变电所下井电缆上的电压降查《煤矿电工手册》表10-3-6,可求得cosΦ取
0.8时截面185mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为
0.439%按公式ΔU2=KPL1=
0.439%×
1.884×
0.84=
0.69%公式中K-每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数,查表得
0.439%P-电缆输送的有功功率
1.884MWL-电缆长度
0.84KM下井电缆为两根185㎡电缆,所以在正常情况下的压降,应是1/2ΔU2=
0.345%,当有一回路高压电缆发生故障,且最大涌水量时的电压降效验按公式ΔU2max=KPL1=
0.69%×
2.004×
0.84=
1.16%3)-600变电所至1#移动变电站高压电缆效验基本参数移动变电站负荷Pca=1148KW,电缆长度200米,截面35mm²(铜芯)查《煤矿电工手册》表10-3-6,可求得cosΦ取
0.7时截面35mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为
1.882%按公式ΔU3=KPL1=
1.882%×
1.148×
0.20=
0.43%公式中K-每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数,查表得
1.882%P-电缆输送的有功功率
1.148MWL-电缆长度
0.2KM4)1#移动变电站线路的总电压降
(1)正常涌水量时ΔU=ΔU1+ΔU2=
0.5485%+
0.345%+
0.43%=
1.32%<7%合格
(2)最大涌水量时ΔU=ΔU1max+ΔU2max=
3.373%+
1.16%+
0.43%=
4.96%<7%合格5)-600变电所至2#移动变电站高压电缆效验基本参数移动变电站负荷Pca=620KW,电缆长度200米,截面35mm²(铜芯)查《煤矿电工手册》表10-3-6,可求得cosΦ取
0.7时截面35mm²铜芯电缆的每兆瓦公里负荷矩的电压损失为
1.882%按公式ΔU3=KPL1=
1.882%×
0.62×
0.2=
0.23%公式中K-每兆瓦公里负荷矩线缆中电压损失的百分数,查表得
1.882%P-电缆输送的有功功率
0.62MWL-电缆长度
0.2KM6)2#移动变电站线路的总电压降
(1)正常涌水量时ΔU=ΔU1+ΔU2=
0.5485%+
0.345%+
0.23%=
1.150%<7%合格
(2)最大涌水量时ΔU=ΔU1max+ΔU2max=
3.373%+
1.16%+
0.23%=
4.79%<7%合格
4、1#移动变电站低压电缆的选择
(1)线路L1带采煤机装机总功率Pe=371KW负荷电流IB===194A选择MYP-
0.66/
1.143×95+1×50型橡套电缆400米载流量194A260A符合要求线路L5供乳化泵、喷雾泵、无极绳绞车和照明综保(乳化泵计算按一台计算)装机功率Pe=241KW负荷电流IB===118A选择MYP-
0.66/
1.143×35+1×16型橡套电缆载流量118138A符合要求
(2)线路L2供前后刮板输送机和照明综保装机功率Pe=532KW负荷电流IB===243A选择MYP-
0.66/
1.143×95+1×50型橡套电缆载流量243260A符合要求
5、2#移动变电站低压电缆的选择
(1)线路L3带胶带输送机、转载机、破碎机装机总功率Pe=320KW负荷电流IB===146A选择MYP-
0.66/
1.143×50+1×25型橡套电缆180米载流量146A173A符合要求
(2)线路L6带下顺胶带输送机、刮板输送机装机总功率Pe=300KW负荷电流IB===137A选择MYP-
0.66/
1.143×50+1×25型橡套电缆180米载流量137A173A符合要求
6、单台电机负荷电缆选择
(1)前部刮板输送机装机功率Pe=132KW负荷电流IB===86A选择MYP-
0.66/
1.143×25+1×16型橡套电缆180米载流量86113A符合要求
(2)喷雾泵装机功率:Pe=37KW负荷电流IB===
24.2A选择MYP-
0.66/
1.143×10+1×4型橡套电缆,载流量
24.264A符合要求
(3)乳化泵装机功率Pe=125KW负荷电流IB===
81.6A选择MYP-
0.66/
1.143×25+1×16型橡套电缆载流量
81.6113A符合要求
(4)下顺刮板输送机装机功率Pe=75KW负荷电流IB===49A选择MYP-
0.66/
1.143×25+1×16型橡套电缆载流量49113A符合要求
(5)转载机装机功率Pe=132KW负荷电流IB===86A选择MYP-
0.66/
1.143×25+1×16型橡套电缆载流量86113A符合要求
(6)破碎机装机功率Pe=110KW负荷电流IB===72A选择MYP-
0.66/
1.143×25+1×16型橡套电缆载流量72113A符合要求
7、1#移动变电站低压馈电的整定及校验
(1)L1所带负荷371KW馈电开关型号BKD20-400用途采煤机控制Pe=371KW负荷电流IB===182A过负荷整定为200A电缆截面95mm2400米电缆换算长度为212米,查《煤矿电工手册》第二分册表13-1-26查得两相短路电流为4120A最大负荷是150KW短路整定计算值为950A短路整定值为1000A(5倍)灵敏系数4120/1000=
4.
11.5符合要求
(2)线路L5供乳化泵、喷雾泵、无极绳绞车、照明综保所带负荷:125+37+75+4=241KW馈电开关型号BKD20-400用途乳化泵、喷雾泵Pe=241KW负荷电流IB===118A过负荷整定为160A电缆截面35mm220米电缆换算长度为27米,查《煤矿电工手册》第二分册表13-1-26查得两相短路电流为6580A最大负荷是125KW短路整定计算值为683A短路整定值为800A(5倍)灵敏系数6580/800=
8.
21.5符合要求
(3)线路L2供前后刮板输送机、照明综保所带负荷:132×4+4=532KW馈电开关型号BKD20-400用途前后刮板输送机Pe=532KW负荷电流IB===261A过负荷整定为280A电缆截面95mm2400米;电缆换算长度为212米,查《煤矿电工手册》第二分册表13-1-26查得两相短路电流为4120A最大负荷是264KW短路整定计算值为1382A短路整定值为1400A(5倍)灵敏系数4120/1400=
2.
91.5符合要求
8、2#移动变电站低压馈电的整定及校验
(1)线路L3供下顺刮板输送机所带负荷:75×2×2=300KW馈电开关型号BKD20-400用途下顺刮板输送机Pe=300KW负荷电流IB===147A过负荷整定为160A电缆截面50mm2220米;50mm240米;电缆换算长度为260米,查《煤矿电工手册》第二分册表13-1-26查得两相短路电流为3428A最大负荷是264KW短路整定计算值为785A短路整定值为800A(5倍)灵敏系数3428/800=
4.
21.5符合要求
(2)线路L6供煤仓上口胶带输送机、破碎机、转载机、照明综保所带负荷:4+37+37+132+110=320KW馈电开关型号BKD20-400Pe=320KW负荷电流IB===157A过负荷整定为180A电缆截面25mm2200米;50mm2180米;电缆换算长度为562米,查《煤矿电工手册》第二分册表13-1-26查得两相短路电流为2004A最大负荷是132KW短路整定计算值为727A短路整定值为900A(5倍)灵敏系数2004/900=
2.
21.5符合要求
9、轨道绞车660V低压馈电的整定及校验所带负荷:Pe=55+4=59KW馈电开关型号BKD20-400用途轨道绞车负荷电流IB===63A过负荷整定为80A电缆截面50mm2300米;电缆换算长度为300米,查《煤矿电工手册》第二分册表13-1-26查得两相短路电流为3428A最大负荷是264KW短路整定计算值为785A短路整定值为800A(5倍)灵敏系数3428/800=
4.
21.5符合要求
10、照明综保一次熔断器熔体选择计算1照明综保一次侧熔体计算:照明综保容量4KVA额定电压1140V/133V根据公式IR≈≈≈
2.3A式中kb–变压比1140/133=
8.57Ie–照明负荷的额定电流17A取1照明综保一次侧熔体IR取3A2照明综保一次侧熔体效验根据公式=
7.52≥4符合要求式中Id–变压器低压侧短路电流335AKb–变压比1140/133=
8.57Ib–一次侧熔体3A
十、避灾路线
(一)、避火灾、瓦斯、煤尘爆炸有害气体灾害路线要在跟班区长的统一指挥下,按下列避灾路线迅速撤离工作面至安全地点位于进风侧的人员应立即迎风外行通过1312采面上顺槽→1300南翼翼采区轨道下山→-600m轨道暗斜井→-380m轨道暗斜井→-147m水平井底车场→副井→升井位于回风侧人员应立即佩戴自救器迅速外移就近通过联络巷风门→1300南翼采区轨道下平车场→-600m轨道暗斜井→-380m轨道暗斜井→-147m水平井底车场→副井→升井
(二)、避水灾路线由工作面上方→1312采面上顺槽→1300南翼翼采区轨道下山→-600m胶带暗斜井→-380m胶带暗斜井→-147m水平井底车场→副井→升井由工作面下方→1312采面上顺槽→1300南翼采区轨道下平车场→-600m胶带暗斜井→-380m胶带暗斜井→-147m水平井底车场→副井→升井
(三)、顶板事故避灾路线采面发生冒顶时,人员向冒顶区域两侧撤离第八章安全技术措施
一、通风、综合防尘、防治瓦斯措施
(一)通风管理
(1)加强通风管理,确保工作面的风量、风速满足要求因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的,应立即进行整改,整改完毕后再恢复生产
(2)确保工作区域内空气成分满足要求,正常情况下氧气不低于20%,二氧化碳不高于
0.5%,其他气体浓度符合规程规定
(3)各班队长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度,及时掌握工作面CH4浓度的变化情况,必要时按要求组织人员撤离
(4)采煤区队长、班长、技术员、安全员、流动电钳工、必须携带便携式瓦斯检测报警仪,工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯检测报警仪,对工作面瓦斯进行监测
(5)认真执行设计的综合防尘措施,保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压
(6)合理设计工作面长度,加快推进速度,使采空区遗煤在自然发火期内始终处于窒息带中
(二)综合防尘措施
1、煤层注水:工作面注水方式采用超前长壁静压注水超前长壁注水采用KHYD40DIA型岩石电钻进行打眼,孔径42mm,孔深50m,孔间距15m上、下顺槽各布置两个孔;钻孔距工作面20m处,角度根据素描确定;采面正常推采期间上、下顺槽不应少于两组孔封孔采用ZA-A16型橡胶快速封孔器封孔,封孔器长
1.5m,封孔器末端至孔口连接注水管长度不小于6m注量计为SBC型数显靶式流量计,压力表为Y60-6Mpa型静压注水压力为2-5MPa,吨煤注水量为0.02~0.04m3/t
2、采煤机内外喷雾要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不小于2MPa,外喷雾压力不小于
1.5MPa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位内喷雾装置不能正常喷雾时,外喷雾压力不得小于4MPa,无水或喷雾装置损坏时,必须停机处理
3、架间喷雾和放煤口喷雾除尘
①供水采用φ32mm的高压胶管
②动作方式架间喷雾使用手动人工控制,放煤口采用自动化控制,实现放煤口自动喷雾
③喷嘴布置工作面每架支架要安装一组架间喷雾、架尾每架各安设一组放顶煤自动喷雾
④喷雾要求架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位
⑤工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面
4、转载点的喷雾
①工作面两部运输机机头各安设一组手动喷雾头
②下顺槽刮板输送机、皮带输送机、转载点、煤仓上下口均安装一组手动喷雾
5、降架移架自动联动喷雾工作面除端头架以外,每架都安装降架移架自动联动喷雾,实现降架移架过程中本架及下风侧一架自动联动喷雾
6、定期冲刷巷道粉尘
①回采面、回风顺槽距采面50m范围内随时冲尘
②1312采面皮带顺槽每天至少冲刷一次
③轨道顺槽、两联络巷每周冲刷一次
7、其他防治粉尘措施
①每周至少检查一次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求
②工作面放炮时必须实行湿式打眼、使用水炮泥、放炮前后冲刷巷道两帮
③配备个体防尘工具加强个体防护
④皮带巷及其他巷道浮煤要及时清理
⑤工作面的风速要符合规定,防止煤尘飞扬
8、顺槽防尘水幕:在回风顺槽中距工作面安全出口20m、50m范围内设二道防尘水幕在进风顺槽距工作面安全出口30m内设一道净化水幕每道水幕的喷雾喷头不少于5个必须保证雾化良好覆盖全断面水幕均随工作面的推进而向外移动
9、个体防护:所有人员应佩戴防尘口罩
10、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施在工作面进风顺槽、回风顺槽各设置1组设置隔爆水棚上顺槽第一组距采面150m下顺槽第一组距采面100m棚区长度大于20m排间距
1.2m水棚横向长度垂直巷道走向布置距顶梁无支架时为顶板、两帮不小于100㎜,距底板不小于
1.8m水棚高度一致水棚每旬检查1次水量每平方米200L做到经常冲刷保证水量实行挂牌管理标明地点、水袋个数、水量、断面、棚间距、负责人等
(三)防治瓦斯的安全技术措施
(1)工作面及其它作业地点风流中,电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中CH4浓度达到
1.0%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理
(2)工作面及上、下顺槽内,体积大于
0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到
2.0%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理
(3)采煤工作面回风顺槽CH4浓度超过
1.0%或CO2浓度超过
1.5%时,均必须停止工作,切断电源,撤出人员,采取措施处理
(4)对因瓦斯超限被切断电源的电气设备,必须在CH4浓度降到
0.8%以下时,方可通电开动
(5)工作面风流中CO2浓度达到
1.5%时,必须停止工作,撤出人员,进行处理
(6)加强机电设备管理,防止设备摩擦、撞击火花或电气设备漏电、失爆等电火花引爆瓦斯
(7)盲巷及时密闭,高冒区瓦斯积聚时采取充填、封闭、设置导风板等有效措施处理
(8)加强矿井通风,合理调节采面风量,以风定产
二、防治煤层自燃发火措施一监测系统充分利用KJ76N安全监控系统和SG-2003束管监测系统进行预测预报工作工作面生产时始终在工作面回风顺槽及中间运输巷内设置甲烷传感器、一氧化碳传感器、束管采样头在上顺槽测风站内设置温度、风速传感器对KJ76N安全监控系统和SG-2003束管监测系统的数据及时进行分析,发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过
0.0024%或增加较快时,要及时组织进行撤人、防灭火等
(二)综合防灭火方式
1、预防措施
(1)建立完善的消防管路系统,与防尘管路合用
(2)用CO鉴定管检测CO气体;光学甲烷检测器检查CH
4、CO2,矿用温度计检测温度每天对回采工作面回风隅角、回风流以及巷道高冒区等地点的CO、CO
2、CH
4、温度检查一次,并上报矿领导审阅
(3)取样分析对束管监测不到的地点、巷道高冒区、回风隅角等定期取样分析
(4)喷洒阻化剂回采面生产前,对切眼喷洒阻化剂回采面结束后,对回采面停采线、两顺槽及顺槽联络巷等喷洒阻化剂
(5)减少采空区漏风在工作面回采过程中及时将两顺槽关门柱随采面推采同步撤支,回采面每推进5m后在上、下隅角建堵漏黄泥袋墙一道,当上下隅角不能及时冒落及时减小间距,减少采空区漏风,减少供氧量,从而达到防灭火的目的回采面结束后,对通向回采面的所有出口必须在45天内全部封闭,每周检查一次密闭内外的气体及密闭内外压差
(6)对巷道高冒区实行喷浆的办法处理,并定期检查高冒区内的气体温度等
(7)预埋2寸钢管,并每隔5m安设一个三通,并接长度1m的2寸钢管,每推采10m注一次黄泥浆
(8)在工作面上、下顺槽砌筑防火门墙,并备足防火门板
2、治理措施
(1)当回采面采空区出现自然发火征兆时,采取下列措施a、注浆;b、加快推进度;c、加强监测
(2)当回采面采空区出现自然发火征兆,自然发火标志气体呈上升趋势时,采取下列措施a、加快推进度,暂时停止放顶煤,用顶煤形成一条隔离带,进、回风端头构筑挡风墙等措施b、加强检测,防止空区内的瓦斯、CO等气体涌到工作面,发生瓦斯、CO事故
(3)回采面自然发火严重,失去控制时,要立即封闭回采面,并在两顺槽密闭留出观察孔、注浆孔,对火区实行注浆、均压等措施,待火区熄灭后启封
(4)封闭火区时,应尽量缩小封闭范围,并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及其他有害气体和风向、风量的变化,还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的措施巷道高冒区发生自然发火时,首先对发火点周围进行喷浆,并在火区内设置检测孔,根据检测情况确定火区是否熄灭注浆灭火时必须编制安全技术措施
(5)火区熄灭的条件火区同时具备下列条件时,方可认为火已熄灭a、火区内的空气温度下降到30℃以下,或与火灾发生前该区的日常空气温度相同b、火区内空气中氧气浓度降到5%以下c、火区内空气中不含有乙烯、乙炔,一氧化碳浓度在封闭期间内逐渐下降,并稳定在
0.001%以下d、火区的出水温度低于25℃,或与火灾发生前该区的出水温度相同e、上述指标持续稳定的时间在1个月以上启封已熄灭的火区必须制定安全技术措施,由救护队负责完成
⑥火区管理a、绘制火区位置关系图,注明所有火区和曾经发火的地点每一处火区都要按形成的先后顺序进行编号,并建立火区管理卡片火区位置关系图和火区管理卡片永久保存b、防火墙挂牌管理,定期检查,并将检查结果记录在防火记录薄内
⑦其他火灾的预防和治理a、入井人员严禁携带烟草和点火物品,严禁穿化纤衣服b、加强电器设备管理,杜绝失爆现象,严禁带电作业c、严格放炮管理,放炮使用水炮泥,防止放炮火焰引发火灾d、加强皮带运输管理,主要皮带巷要安装温度等保护装置,防止皮带过温发生火灾e、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁筒内,由专人押运送到使用地点,剩余部分必须运回地面,严禁在井下存放f、井上下要设立消防材料库,材料库内装备沙、水龙带、锨、镐、灭火器等,配备齐全任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并迅速报告调度室矿调度室在接到井下火灾报告后,要立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作矿值班调度和在现场的区队长、班组长要按照灾害预防和处理计划的规定,将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离,并组织人员灭火电器设备着火时,要首先切断电源;在切断电源前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火但是,要防止由于火风压产生风流逆转造成人员伤亡在抢救人员和灭火过程中,指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风量、风向的变化,还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全技术措施g、各皮带机头各油脂存放地点、移动变电站,必须放置两只干粉式灭火器
3、防灭火要求⑴、本工作面煤层的自然发火期为61天,在正规的回采期间,应尽量保持设计的推进速度,在临时停产期间,要加大综合防灭火措施⑵、工作面结束生产后的其它工作期间,要调整工作面供风量⑶、撤面期间要在下端头以外进行临时密闭
三、防治水措施加强涌水量观察,发现有出水征兆(煤壁挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水中有细砂、水色发浑有臭味等)时,必须停止推进并立即向调度室汇报,并与技术科、安全科联系,采取措施确认无危险后方可继续推采
1、坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”原则,受水威胁时,必须进行超前探测,由技术部门进行探测,工作面出水对开采有威胁时,及时下达停采通知单
2、回采工作面顶板有淋水时,应查明水源,加强工程质量和顶板管理工作,如果出现顶板淋水加大,底板鼓起,涌水或其他异状时,就必须停止作业,采取措施,并报告调度室如情况危急,必须立即发出警报,撤出所有受水威胁地点人员
3、清挖好排水沟,保证水流畅通,排水顺利
4、液压及防尘管路保持完好,接头严密无漏水
5、采面水仓定期清挖,保持有效容量,排水设备及排水管路保持完好,定期检修,并有一定量的备用水管和接头
6、根据地质资料提供,本工作面水源主要为顶板砂岩水和防尘水,回采必须应保证采面临时水仓有效容量,以保证正常排水
四、防止冒顶及冒顶处理措施
(一)冒顶原因
1、周期来压期间顶煤破碎,是导致机道冒顶的首要原因
2、相邻支架间的伸缩梁和护帮板无侧护板,易造成破碎顶煤漏冒
(二)架前冒顶预防措施
1、加强顶板周期来压的预测预报
(1)由技术科根据每天矿压观测结果及开采以来的矿压显现规律,及时对顶板周期来压情况进行预测预报,并通知工区做好准备
(2)工区根据现场情况和技术科的矿压观测,及时做好来压前的准备工作
2、抓好机电设备的检修工作
(1)根据现场情况或接到顶板周期来压通知后,加强机电设备、运输、支架、液压系统的管理和检修力度,确保机电设备“零”事故影响运转
(2)周期来压期间,由矿调度室协调下顺槽运输,必须保证运输正常,不得影响工作面推采
3、明确施工工艺流程
(1)采面正常、不片帮、端面距不超规定段即煤机位于吃刀处上行割三角煤→煤机下行割煤→分段自下而上移架→自上而下移前溜→煤机上行吃刀→拉后溜→煤机下行割三角煤→煤机上行割煤→分段自下而上移架→自下而上移前溜→煤机下行吃刀→放顶煤→拉后溜
(2)顶板破碎煤壁片帮端面距超规定处(即煤壁顶部不割煤也可移架,但下部进尺不够)即移架→煤机上行割三角煤→煤机下行割煤(主要是底煤)→移前溜→煤机上行吃刀→拉后溜→移架→煤机下行割三角煤→煤机上行割煤至上出口(主要是底煤)移前溜→煤机吃刀→拉后溜(顶板不冒顶处可放顶煤)
(3)架前冒顶处理措施
1、架前冒顶处以上20m、以下30m范围内严禁放顶煤
2、采面来压前煤壁必须保持一条直线,下部严禁滞后上部
3、采面周期来压期间局部片帮段加快推采速度,每次连续推采2个循环,使压力集中区后移
4、煤壁片帮或掉顶时,必须及时前移支架维护顶板,及时将支架伸缩梁打开挤住煤壁,防止片帮范围进一步扩大
5、若煤壁侧有冒落的矸石时,用伸缩梁挤住,禁止掉落以维护顶板(矸石掉落后伸缩梁挤不到煤壁),待顶板完整后再将其放下如果放矸石时,必须停止运输机和采煤机运转,且严禁人员站在人行道内,所有人员必须站在后立柱以后的安全地点在放矸石上方最近的语言信号处,安专人负责喊话
6、矸石掉在运输机内,再由专人用锤将其破碎,然后再开运输机和采煤机
7、维护完毕方可开动运输机和采煤机割煤,若煤壁片帮严重无法用煤机割煤时,应前移运输机再移支架,使伸缩梁挤住煤壁后再割煤
8、工作面煤壁继续片帮或掉顶则不再放顶煤,加快工作面片帮、掉顶区域的推采速度,将片帮、掉顶区域推采过后,再进行放顶煤
9、随割煤随及时打开前探梁维护顶板,必要时停机移架
10、顶板控制好后,煤机再下行或上行割煤,使工作面达到一条线
11、煤机在冒顶区下部割煤期间,上部严禁其它施工
12、工作面煤壁达到一条线后,煤机上行到原冒顶区以上方可对冒顶区进行移溜、移架
13、采面煤壁子片帮,冒顶区域,支架伸缩梁始终保持伸出状态,增加支护面积与深度
14、冒顶或片帮区域控制稳定后,及时下行割煤,且在割煤期间禁止移架,将支架片阀的总截门打到“零”位
15、割煤至下端头或顶板稳定区域反刀至上端头后,再前移支架,防止掉落大块煤矸堵塞煤机机尾处,影响拉煤
16、加强职工业务素质培训,不断总结施工教训与经验,规范施工工艺
17、加强防滚矸的管理,人员严禁进入立柱外侧机道;人员需进入机道必须采取相应安全措施防止滚煤矸伤人
18、需要人员进入机道内处理矸石时,必须将煤机前部运输机停电闭锁,在施工地点以上3-5m安设两道安全挡卡,挡卡封闭机道全断面
19、加强工程质量管理,严格按标准施工,移架时必须采用少降快移,带压擦顶移架
20、进入机道施工前,必须先进行敲帮问顶,摘除易掉的煤矸,防止片帮伤人
五、工作面初采和收尾措施
(1)、初采措施
1、工作面投产前,由矿长组织,调度、技术、安全、机电等单位对工作面支护、运输、机电、通防等系统进行全面检查验收,验收合格后方可投产
2、上、下顺槽的超前支护和端头支护严格按照作业规程的规定执行当发现液压支架及超前支护范围内单体载荷大幅增加安全阀开启超过1/3;顶板破碎或出现下沉等来压迹象时要在原来支护的基础上补打点柱
3、初次放顶期间成立以矿长为组长的初次放顶领导小组,以加强对初次放顶期间工作的领导和各项措施的落实执行
4、采面上、下顺槽超前支护段提前将U型棚回撤,超前支护为单体支柱配铰接顶梁,共支设4排,铰接顶梁上托
2.6m长的π型钢支护顶板,π型钢至巷道顶采用方木打“井”字木剁接顶
5、加强支架检修力度,及时更换不完好安全阀,支架立柱行程应在200-700mm否则必须调整加长杆
6、在顶板局部破碎漏矸或片帮时,要先拉移超前支架后方可开机割煤,以支架拉移速度决定煤机牵引速度
7、支架拉移后,必须及时升起接实顶板,打开护帮板护实煤帮,初撑力不小于24MPa工作面上所有支架要调好平衡,保证支架齐直,支架前梁与顶板平行支设,保证支架接顶面积始终保持最大,且接顶严密
8、割煤时要割直煤壁,严禁留伞檐,防止片帮和架前漏矸
9、在初次放顶过程中,采煤机司机必须严格控制采高,将工作面采高严格控制在
2.2±
0.1m,将工作面顶底板顺平,逐渐找到煤层底板,找底板时卧刀幅度以5°为宜,找到底板后沿底板正常推进
10、来压期间,煤机严禁停在顶板破碎或超前片帮的区域
11、初次放顶期间,加强放煤管理,确保老空煤矸拥实支架后部,保证支架的稳定性
12、上、下顺槽出口及超前20m范围内净高不小于
1.8m,确保安全出口畅通,上、下端头切顶线处采用密集支柱支护,柱距300±100mm,上下顺槽所有支柱必须穿鞋且支到硬底,迎山有力,保证初撑力不得小于7Mpa,否则必须进行二次供液
13、加强通风系统的管理,对于1312综放面有关的主要风门要安装可靠的闭锁装置,严禁风门同时打开,风门维修工每天巡检一次,保证风量满足设计要求
14、初次放顶过程中,加强工作面瓦斯检查,一旦发现当1312综放工作面风流中瓦斯浓度超过
1.0%时,现场人员立即停止工作,工作面施工人员按照避灾路线全部撤离到安全地点,并将1312上下顺槽所有设备断电,及时向调度室详细汇报情况,瓦检员根据现场实际情况对瓦斯进行处理,并将处理进程随时向通风部门及调度室汇报
15、跟班区长、技术员、队长、安全员、采煤机司机、放煤工、下井时,必须携带便携式甲烷报警仪流动电钳工井下担负机电维修工作时,必须佩带便携式甲烷报警仪,在检测工作地点20m的范围内检查甲烷气体浓度,若报警和超限,不得送电或检查
16、来压期间加强工作面煤尘防治工作,做到每班接班和交班时都要全面防尘,同时,各转载点和断面喷雾都要及时开启,割煤时要保证煤机内外喷雾压力正常,如喷雾头有不雾化或不喷水时及时更换
17、每班派专人检查超前支护内的单体,当发现有卸载或活柱行程不足200mm时立即整改,同时执行好“先支后回”制度,并达到初撑力,对漏液支柱及时进行更换
18、在回撤封塘支柱时,要执行好“先支后回”制度,远距离供放液,班组长现场监督,严禁空顶或进入老塘作业
19、顺槽内备足护顶用材料经纬网(10×
0.7m)、背板、方木和π型钢(
2.6m、
3.2m、
4.2m)等
20、保证排水设备工作正常,并对工作面老塘涌水加强观测,当发现大量涌水或水量加大,要立即向工区和调度室汇报并启用备用水泵加强排水
24、根据观察情况及记录情况,支架压力稳定在24MPa-30MPa之间时,并经初次放顶领导小组鉴定后,方可确定初次放顶结束
25、初次放顶期间,工作面后方采空区出现大面积跨落现象征兆时,如听到咔嚓声音,必须迅速闪到支架下方或安全地点,避免气浪伤人
(2)、收尾准备措施
1、上双层菱形网(金属网规格为10×
0.7m),沿工作面推进方向全面上网,先沿工作面倾斜方向在支架上挂第一片单层网,接着挂第二片单层网,从第三片网开始与第二片网压茬
0.6m,铺第四片网又与第三片网压茬
0.6m,依次铺下去,要求网扣间距不大于
0.3m网片沿走向搭接时放在旧网下面,网片沿倾斜搭接时,新网在旧网上面,以防前移支架或支架调向时拉破金属网随工作面推进,支架前移,金属网依次铺在支架顶梁上部
2、上钢丝绳、工字钢网下每间隔
0.6米敷设一根钢丝绳(用Φ26钢丝绳),钢丝绳捆在距前梁不大于
0.6m的网子上,铺设时将每条钢丝绳都与金属网拧在一起,钢丝绳与金属网在倾斜方向上每隔
0.3m连一扣,钢丝绳平直,并达到10-12根,钢丝绳两端用锚杆固定在皮顺、轨顺顶板上当上第四道钢丝绳时,降下支架前梁,在1--7#支架上5米长工字钢,两根一组,间距
0.6米,交错布置;110—113#支架上5米与
3.3米长工字钢(12#矿工钢)两根一组,间距
0.6米,交错布置;中间支架顶板破碎时,铺设
3.3米长工字钢,两根一组,间距
0.6米
3、停产时全面净高不得低于
2.2m,支架立柱行程不小于400mm,防止压死支架,倾向角度顺平顶底板,净宽
1.6米(支架前梁端到煤帮距离)
4、在工作面未停高压供电和泵站前,先将工作面的浮煤杂物清理干净,打好上下端头的绞车硐室(硐室尺寸3m×
3.5m×
2.5m),支护方式为锚梁网支护,顶部用钢带,以不影响绞车运行的前提下,在两帮配合一字梁和单体支护,一梁两柱,达到初撑力,保证支护强度,为撤面创造好条件
5、采煤机要停到工作面皮带顺槽通道口处,采煤机峒室要用工字钢来维护顶板,以便拆采煤机时悬挂起吊设备采煤机滚筒前面距煤壁不小于
1.0m的净宽距离,摇臂放平,清净煤机身上的浮煤,以便拆卸
6、把工作面的支架都达到初撑力,护好帮支架停止前移后,压力加大时,则在支架前梁下靠近支架底座处,每架再增设两棵单体支柱,以防止支架下降;停采前应将支架的所有立柱、千斤顶、漏液的管路、阀检修一遍
7、把前部运输机从支架的推移杆上解体下来,在推移杆上加上800mm的加长杆(加长杆为200×200×800mm木支柱),将前溜推至煤壁;煤机过后,将推移杆缩回
8、撤除设备前设置好运输设备的绞车,撤除支架前形成吊装点、拆卸硐室及运输车场,从前部机头到拆装峒室铺厚度20mm的钢板,禁止人员走钢板上,防止滑到伤人
9、轨道和皮带顺槽在撤面前进行加固支护,皮顺超前支护距离为20m,轨顺为20m,为π型钢支单体支柱支护拆装硐室内靠两帮使用一字铰接顶梁,一梁两柱,柱距半米进行加密支护
10、最后两刀不移架用
2.6mπ型钢支护一头挂在支架前梁上另一头用贴帮支柱支撑一架两梁煤帮挂网长度不小于
2.5m利用三排锚杆和金属网维护煤壁,离顶100mm打一排、离底板300mm打一排、中间打一排,然后用木板背实
11、形成动力系统采用BWZ200/
31.5乳化泵供液,泵站安放在煤仓上、下口联络巷内
六、顶板管理(正常时期、特殊时期)和防冲击地压措施
(一)、工作面正常时期顶板管理本工作面的顶板管理采用全部跨落法工作面配置75架液压基本支架下端头配3架,上端头2过渡支架共80架支架,对工作面顶板实行完全支护法管理正常生产期间顶板支护方式采用追机移架的方式对顶板进行及时支护在采煤机割煤后,先移支架,再移刮板输送机,即机组割煤→移架→移刮板输送机;采用带压移架的方式移架正常移架要滞后采煤机滚筒3-5架,不得超过6架顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架,即移架→割煤→移运输机支架最大控顶距5860mm,支架最小控顶距5260mm
(1)移架顺序为
1、采煤机向下(上)端割煤时滞后采煤机后滚筒3-5架移架顶板破碎时可紧跟前滚筒移架
2、采煤机割煤并移架后,及时升紧支架,并将支架的护帮板打出维护煤壁及顶板
3、采煤机割煤过程中,超前前滚筒3架将前插板及护帮板收回,并滞后前滚筒3架顺序将支架前插板及护板伸出前探梁上必须用木板接顶装实
(2)工作面支护要求
1、工作面应达到动态的质量标准化要求确保“三直、二平、一净、二畅通”
2、加强支架的支护强度确保支护质量支架初撑力不得小于24MPa
3、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m,防止长时间空顶
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并前移支架维护顶板或打贴帮柱对顶板进行维护
(二)、特殊时期的顶板管理来压及停采前的顶板管理:1)工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施2)在老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置对上下端头加强支护,增加支护密度,顺槽内失效支柱及时更换,在工作面内支架前梁要挑起,伸缩梁伸到位,顶梁与顶板接实,泵站压力不低于30MPa,支架初撑力达到24MPa以上,片帮严重时必须及时拉超前架支护,确保安全生产3)采面推进至20m时,加强顶板动态监测,严格控制采高,支架活柱体长度不得低于200mm,否则必须缩加长杆,防止大面积来压压死支架4)工作面支架以及轨道、皮带顺槽所有单体支柱必须达到初撑力特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态及时采取措施预防冒顶5)加强上、下端头顶板管理要提高支护质量适当加大支护密度确保排头支架联网与巷道搭接
0.5m以上防止出现端头冒顶6)工作面停采时要另外编制停采措施加强顶板管理过断层及顶板破碎时的顶板管理
1、本工作面断层均为边界断层,对回采基本无影响,推采过程中遇到小断层采用挑顶或留底煤的方法硬过,过断层时另行补充措施.
2、工作面由断层的上盘推至下盘时,要加大上盘空顶区的控顶强度
3、工作面由断层的下盘推到上盘时,除加大支护密度与强度外,还要用斜撑柱护好断层面,防止煤体下滑伤人
4、断层带和破碎带岩石松软时,用镐刨的方法过断层
5、片帮超宽处的支护最小控顶距时端面距为100-200mm,若端面距较大,伸出前探梁,梁上垫坑木接实顶,缩小端面距,或者在煤壁支设贴帮柱、板棚增加支护强度若顶煤松软、破碎或片帮较重,则必须在煤壁加打贴帮柱护顶,预防冒顶或支设走向板棚超前支护顶板
6、冒顶区支护发现局部冒顶,应立即组织人员快速在支架上接顶,接顶方法冒高小于400mm,用坑木在支架前探梁上打“井”字型木垛冒高大于400mm,则要打联体木垛接顶,顺向用长木梁,横向根据宽度选择长度合适的木梁支设走向板棚打木垛接顶,板棚用2棵支柱支牢固
7、如遇顶板破碎,应采取打超前管缝锚杆以控制顶板,预防冒顶本工作面无冲击地压危害
七、高温热害防治措施-380m水平1312采煤工作面的温度为10-200,无高温热害
八、机电、运输措施
(一)、机电管理一般规定
1、所有电工要熟悉掌握电气设备使用性能和一般维护技术,严格执行《煤矿安全规程》中的有关电气部分的规定
2、电气维修必须按照《煤矿安全操作规程》作业,严格执行停送电制度,坚持停电挂牌,或专人看管,谁停电谁送电
3、所有电气保护灵敏可靠,严禁甩掉不用,当保护不灵时,应停电处理,处理不好不准强行送电
4、要定期检查设备的防爆性能、绝缘保护性能,对不符合要求的设备、配件及时更换
5、设备的整定值必须符合要求,不得擅自更改
6、移动电气设备时,必须停电,严禁带电作业
7、拉移配电点前,应派专人从断路开关切断电源,拉移时要由班长统一指挥,确定无问题后方可拉移
8、皮带机和电器保护实验,按规定日期进行实验并做好记录
9、更换电机等设备时要对轴头、结合面、电缆等进行保护
10、电缆敷设吊挂整齐,点距不大于3m,高度应保证矿车掉道时不受碰撞,严禁在电缆上悬挂其它物品;高、低压电缆同侧敷设时,上下间距应大于
0.1m乳化液泵站管理
1、乳化液泵及配液箱均要水平放置,乳化液泵配液箱应高于泵体100mm以上,正常情况下一台泵工作,一台泵备用
2、要保证泵站压力不低于30MPa,使用乳化液自动配比装置,乳化液浓度2%-3%要加强高压管路与泵站的维修,杜绝系统的漏液
3、启动泵站前,应首先进行检查,保证各部件无损伤,各连接螺丝紧固,润滑油位正常,液位适当,密封完好,乳化液配比合理,自动配比装置完好,各种保护齐全可靠,运转方向为正方向
4、泵启动后,如有异常要立即停泵处理,严禁带病运转,严禁反向运转
5、当工作面管子破裂时要立即停泵处理,开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5秒钟开泵
6、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应当定期清洗,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁泵箱敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油
7、司机要现场交接班
(二)、运输管理
1、绞车运输管理
(1)绞车司机、信号工、把钩工必须经过培训,考核合格后持证上岗
(2)绞车司机工作前必须检查绞车基础地锚、地脚螺丝紧固情况,检查钢丝绳、运输线路、道钉、夹板螺丝、挡车装置是否完好及有无杂物影响行车安全
(3)信号工接班必须先检查信号是否齐全、灵活可靠,确认无问题方可工作
(4)绞车试车开动前必须先发出信号,听到回点确认无问题方可工作
(5)扒钩工必须按规定挂车、严禁运输超重、超宽、超长物料拉车尾绳连结好,螺丝拧紧
(6)运输过程中司机必须听清信号,集中精力,松拉车速度适中,摸清绞车运行状况,发现异常立即停止运输进行处理
(7)轨顺无极绳绞车运输时跟车人员始终在车辆的后方,并离最后一辆车不得少于3m,躲开绳道,严禁乘坐攀爬车辆,其余人员不得在巷道内走动;皮顺用绞车拉放车辆时,严格执行“行车不行人”制度
(8)运输过程中运输线路范围内严禁有其他人员逗留或从事其他影响行车安全的工作
(9)装卸物料时必须严格按章作业,运送超高、超宽、超重物料设备必须制定专门措施
(10)装卸车时必须使用合格的木楔和道木掩好车
(11)装料工撤掩车物必须站在轨道两侧,避开车辆运动方向
(12)松拉绞车严禁断电自滑或松闸放飞车
2、起吊运输重物及大件
(1)综采设备和大件上下井装车时要派专人进行检查完好后方可装车
(2)装车时要安放平稳封车牢固可靠无滑动部位不超高超宽
(3)井下提升运输设备大件前要对轨道、巷道、绞车驱制动装置、钢丝绳、钩头、信号系统等安全设施进行全面检查确保无误后方可作业
(4)运送要选择符合要求的起吊、拖运工具和索具
(5)用手拉葫芦起吊重物其吨位必须大于重物的重量要先试吊高度100--200mm无误后再起吊
(6)起吊和拖运时吊索捆缚和受力点应系在设备大件上的吊装部位吊索的转折处与设备接触部位应用软质垫件严禁把设备的外凸处手柄当作吊装绳用
(7)捆绑易变形的部位时应采取措施防止其变形设备上的滑动部位应予以固定以防滑动碰坏和碰伤人员
(8)设备在起吊拖运时一般不得中间停止作业设备到位或中间停止时应放置稳固对重心高的设备应采取防摇动或倾倒的措施后方可拆除起重机械或索具
(9)运输起吊设备时禁止任何人随同设备同时升降禁止人员在设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落歪倒波及的地方通过和逗留不得将头或手脚伸到可能被压、挤的位置
(10)用棚梁或承力点起吊设备时要预先对棚梁或承受力点进行可靠的加固确保安全后方可起吊
(11)利用绞车或滑轮进行拖运起吊大件前要对绞车的负荷、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核确保无误后方可操作拉移时两头专人在安全地点站岗看好生根回头轮严禁人员进入绳道和拉坏生根、滑轮所能波及的范围
(12)装车、提升运输、起吊、拖运时必须由副区长或班长统一指挥
3、皮带运输机
(一)开机前的注意事项
1、检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂是否整齐,各种保护装置,信号闭锁系统应齐全灵敏可靠
2、检查清扫器的磨损情况,应确保清扫器清扫良好
3、皮带松紧要适当,接头无损坏
4、底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨刮皮带
(二)运行中的注意事项
1、开机前要发生起动信号,得到回点后方可起动
2、起动后,司机要注意各部运转声音情况,皮带运行要平稳
3、当出现皮带跑偏或撕裂时,要及时停机并实施闭锁
4、人员在调皮带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入运转的滚筒中
(三)停机
1、避免重载停机
2、不得用水冲洗皮带机
3、司机在离开岗位时要停机闭锁,检修皮带时应停电闭锁
4、严禁人员乘坐皮带
5、人员在皮带上方作业时,要对皮带停电挂牌并闭锁绞车
1、使用绞车前必须检查绞车的稳固情况,地脚螺栓必须稳定牢固,绞车声光信号,安全设施齐全,灵敏可靠,绞车钢丝绳符合提升运输要求,不合格禁止使用
2、绳道内禁止有人,信号工应躲入安全硐内
3、按规定挂车1辆,严禁多挂车,严禁超负荷使用绞车
4、斜巷运输严格坚持“行车不行人、行人不行车”制度,使用好安全设施,提松物料时,所有人员躲至安全硐内安全位置
5、使用滑轮和导向轮时,生根柱必须牢固可靠,并且每班进行检查
6、严禁使用不合格的矿车提升运输
7、严禁用喊话、传话代替绞车信号
4、采煤机
(1)割煤1)开机前应首先检查采煤机各部位螺丝要安全完整,滚筒截齿要齐全锋利,操作手把、急停手把和按扭灵要活可靠,油位要正常,冷却管路要畅通,电缆卡子要连接良好然后发出开机信号等滚筒周围5m之内无人员后方可送电开机2)开机应坚持先送水后送电先断电后断水严禁无水或水压不足开机3)采煤机在工作过程中,司机应注意随时观察压力表、温度表、真空表的显示情况,仔细监听采煤机的声音,如有不正常时应立即停机处理,严禁采煤机带病运转4)采煤机在运转中司机要集中精力观察滚筒前有无障碍物不得出现采煤机割支架前梁或单体支柱等铁器物品不得用采煤机破碎矸石采煤机后滚筒要沿底板割煤严禁留底煤5)采煤机在割煤过程中靠近滚筒处人员不得在支架前方行走采煤机过后要及时护帮以防片帮或滚筒甩出的物品伤人6)采煤机司机在工作中应看好电缆及时清除电缆槽内杂物出现电缆卡子受损时要立即停机处理严禁出现电缆、水管受力情况7)采煤机司机在离开采煤机机身时要停机并摘掉滚筒离合器8)采煤机在进入两端头时班长应指定专人进行监护只有在端头顶板维护完整、单体支柱全部撤除、电缆、管线吊挂整齐、固定牢固、各种杂物清除干净、人员全部闪开5m以外后方可开机9)开机前两巷不得有人正对滚筒以防甩出物品伤人人员在滚筒周围作业或更换截齿前,采煤机司机要先摘掉滚筒离合器并断电,在班组长安排好人员维护好顶板和煤壁以后,方可操作10)采高要稳定,煤层变薄时要贴顶板割煤,两个端头要与两顺槽顺平,保证采面按设计方向推进
(2)检修1)检修采煤机时前部运输机必须停电闭锁2)采煤机应按日检内容进行检修,严禁漏检3)检修滚筒、减速箱等传动部位时必须把电机隔离开关、减速箱隔离手把打至零位非检修人员不得擅自操作上述手把4)检修泵箱、减速箱等精密部位时应首先搭好防尘棚,防止煤尘进入液压系统5)进入工作面煤壁前检修或处理事故时要维护好顶板和煤壁6)正常检修时,采煤机应停放在顶板完好、无淋水的地段并随时敲帮问顶严禁空顶作业7)检修采煤机时严禁随意敲砸液压系统严禁用棉纱擦8)检修要达到完好标准并进行割煤试运转
5、移架、推拉运输机、放煤
(1)移架1)移架前首先检查支架是否完好否则要维修并清理架间、架前浮煤杂物将电缆、管子吊挂整齐在确定支架周围无人后方可操作2)移架时如果出现拉移困难要立即停止移架待查明原因处理好后方可移架3)移架前要观察好周围的顶板和煤帮如果出现采高不足或顶帮破碎时要首先处理好顶帮然后移架4)工作面局部片帮掉顶梁端距超过600mm时应及时移超前架如应放煤时可跟架放煤拉后溜实现对顶板的提前支护5)支架出现咬架、挤架、倒架时应掌握好拉架次序及时进行处理防止硬拉硬拽造成支架损坏6)发现支架出现跑、冒、漏液时,要及时处理当班确实无法处理时,要及时关掉截止阀并向下班人员交待清楚处理支架时要严禁出现单腿销、铁丝代销子和无销子现象7)在升支架时应防止前梁带载荷升架以防销子断裂伤人8)支架移完后要用侧护板协调好架间距待升起支架后及时打紧护帮板挑起尾梁、伸出插板并将操作手把回到零位9)拉移排头支架前应首先按标准维护好端头顶板无关人员全部闪到安全地点后移架移架人员应站在架间安全可靠地点移架10)支架工拆卸阀组和管子时应首先关掉截止阀截止阀必须工作可靠严禁带压、带载拆管子和阀组11)清理架间浮煤时,人员必须站在牢固地点操作并观察好帮顶严禁空顶作业
(2)推拉运输机1)在推拉运输机时如果出现推拉困难应及时停止供液待查明原因处理完好后方可推拉2)推拉运输机时人员不得站在运输机和支架中间以防框架弹起伤人和断链伤人3)推拉机头、机尾时要多人协调操作以防造成运输设备的损坏4)推移前部运输机时要保证弯曲度不大于100(弯曲段长度为20m)一次推移步距不超过200mm采用多次推移到位的方法推移前部运输机严禁双向或多头推移5)支架后方有人时严禁后部运输机开动
(3)放煤1)放煤工在多头放煤时应严格控制放煤量严禁将大块矸石放出2)放煤工在操作尾梁和插板时应防止插入运输机内若出现尾梁自降时应立即停止运输机运转,并进行处理3)为充分回收煤炭资源严格按放煤工艺操作放煤4)严禁将支架上方的背顶材料或杂物放出,一旦放出要及时停机拾出
九、工作面安装、回撤设备措施
(一)、安装前的准备
1、切眼准备对1312采面切眼的扩宽,包括采煤机机窝、上下端头附近绞车硐室的扩宽、施工、维护
2、提前由技术科定好皮带机的中心线,定好前后运输机机头的位置
3、上顺槽及工作面运输路线的轨道严格按标准铺设
4、准备设备运输、卸车、起吊、安装使用的工具及材料
5、井下起吊点的选择,应牢固、可靠
6、运输的注意事项1各部绞车必须按施工安装要求提前安装好;使用基础的绞车,其基础必须牢固可靠,固定螺丝齐全、紧固;使用压趄柱的绞车,必须达到四压两趄齐全牢固;绞车用的开关、按钮、闸、绳必须达到完好标准,一坡三挡安全设施齐全可靠2运输需要信号完善,声光齐全,灵敏可靠、清晰,不得使用口哨联系拉放设备3对沿途的轨道、道岔、安全设施等进行严格、全面检查、整改,拐弯处道岔必须加密道木4在指定泵站硐室内安装好临时乳化液泵,并接好管子开泵人员必须持证上岗5将施工所用的工具、器材、备品、备件运到沿途各施工点6切眼内铺设临时轨道必须是齐头,轨长8m扒钩处、切眼口必须设置小车场,配好阻车器
7、下放的小型配件必须存放在指定地点摆放好,并由验收员负责交接
8、切眼安装好一坡三挡装置,中部安设一组超速吊梁,下端头起坡点安装挡车梁,切眼下部的挡车棍随支架的安装,随时前移,但挡车棍与安装支架的距离不得大于30m设备安装顺序
1、后部运输机→前部运输机→下过渡支架→前、后部运输机机头→正常支架(同时将前部运输机、支架、后部运输机相连接,过采煤机机窝时安装采煤机)→后部运输机机尾→上头的过渡支架→前部运输机机尾→固定电站→试运转
2、前部运输机机头安装好后在皮带顺槽同时安装转载机
3、运输顺序1312采面皮带顺槽设备运输顺序转载机→自移装置1312采面轨道顺槽设备运输顺序后部运输机→前部运输机→采煤机、液压支架→电站支架组装
1、过渡架共分四车,第一步把前梁推过起吊系统,然后用4个5T葫芦将主顶梁起吊,再后将底座推至顶梁下连接,穿好立柱销子;第二步用2个3T葫芦将前梁起吊与顶梁连接,穿好销子;第三步将掩护梁、尾梁推至组装硐室的后部,用两个5T葫芦分别吊着掩护梁两侧的起吊点吊至与主体平行的位置,插上横销使之与支架主体铰接好,然后将尾梁千斤顶连接好,即组装完毕最后把空车通过副道后退至车场,把支架拉至工作面进行安装
2、正常架共分两车,首先将支架底座及立柱为一体的主体运到组装硐室,掩牢车安装尾梁,将尾梁平板车前推至合适位置,用两个5T手拉葫芦分别吊着尾梁两侧的起吊点吊至与主体平行的位置,使之与支架主体铰接好,此时手拉葫芦不卸,将尾梁千斤顶连接好,即组装完毕安装完毕后,把支架拉至工作面进行安装,然后把空车通过副道后退至车场,开始进行下一个支架安装,依次类推
3、支架组装完后,两根Φ26绳套子拦住支架两棵前立柱,然后把这两个绳套子与20T稳车钩头相连,将支架与钩头固定牢固,压好钩头找好平衡后低速拉到切眼上端头,严禁稳车运行过程中调速,到位后闭锁挡车装置,掩牢车将20T稳车钢丝绳放松,20T稳车摘掉勾头,再将两根Φ26绳套子拦住支架两棵后立柱与20T稳车联接好,调好支架准备下放绳套与支架刚性接触面必须用皮带垫牢,防止设备损坏安装支架
1、安装方法后退式安装法
2、下放方式采用动滑轮双股钢丝绳下放,钢丝绳钩头用地锚固定到20T稳车旁固定牢固,支架采用大拦方式,即用两根Φ26绳套子拦住支架两棵后立柱,然后把这两个绳套子与20T稳车钩头相连,将支架与钩头固定牢固,压好钩头找好平衡后打开挡车装置,向切眼下放放架时用20T稳车低速下放,严禁稳车运行过程中调速
3、下放前,必须有一名班长检查支架的封车情况和钩头连接情况,每次下放支架时必须认真检查绞车滚筒上钢丝绳头是否压紧固定好,要确保钢丝绳与滚筒固定牢固确保支架底座与平板车之间有薄木片防滑,六条螺丝固定牢固
4、切眼运输,把钩工上岗后要检查斜巷的安全设施、轨道、钩头和信号,检查下放车辆的装车、封车,装封车不牢固,不准行车,对于不易封装的设备采取大拦方式,封车后下放,确保运输过程的安全
5、卸架用上端头20T稳车下放装好的整架至工作面安装地点,在距道头1m后停稳,掩牢车用切眼中部的20T稳车拴住立柱最上端,张紧钢丝绳,防止放架过程中出现歪架现象然后拆除固定支架的压板及螺栓拆卸支架车盘固定螺栓时应先拆卸靠近前部运输机电缆槽一侧的压板及螺栓然后拆卸靠近后部输送机一侧的压板及螺栓拆卸压板及螺栓过程中,遵循自下而上的拆卸原则并且拆卸靠近后部输送机一侧的压板及螺栓时,待卸支架的前部输送机侧及下方严禁有人工作或逗留最后一个固定螺丝拆卸完毕后,待人员撤至工作面安全地点后,方可开始卸车用上头20T稳车放支架,使平板车下道,同时机头20T稳车配合好速度,将支架慢慢平稳地卸在滑板上(钢板规格为长×宽×厚=2000×2000×20mm)
6、准备调架在架子调向之前,要改好棚,保证足够的调架空间,滑板放到位置并固定好,滑板前端距安装完的支架不大于300mm,工字钢的一端放在已安好的支架上,另一端用单体支柱支撑,前溜一根,后溜一根替下的棚梁、工字钢、单体及时外运
7、调架改好调架空间后进行调架,利用上端头20T稳车、下端头20T稳车及切眼中部20T稳车,共三部稳车配合将支架调整到位,抽出滑板,接通供回液管路将支架升起,紧贴顶板,挑起前梁、护帮板和尾梁将推移千斤顶分别和前后部运输机相连,达到初撑力24MPa;然后安装下一架的短道,放好滑板,为下架的安装做好准备,最后一架安好后可将滑板抽出外运
8、最后一架最后一架为过渡架
(1)安架前将弯道取直,面上绞车放入轨道顺槽内
(2)调架程序及注意事项与正常架相同
9、改好调架空间之后进行调架,调架过程中影响调架的支柱随调架随改,但必须做到先支后回,有人监护,观察顶板状况采煤机的组装
1、当工作面前部输送机安装到煤机机窝时,停止前部运输机的安装,把采煤机部件运到机窝内并尽可能按安装位置和安装的顺序放置
2、部件下放顺序左滚筒、左摇臂、左行走部(左牵引部)、电控部、右行走部(右牵引部)、右摇臂、右滚筒
3、安装顺序当支架、前后部运输机安装好后(电缆槽先不安),将煤机机身处的销排安好先把煤机的左牵引部翻到运输机上,并使驱动轮和滑靴分别与运输机的销排和铲板配合严实,不得滑脱然后用3个5T葫芦以支架为起吊点,配合大板将左牵引部与左截割部对接,再安电控部,按照同样的方法和既定的安装顺序将其它各部位安装完毕
4、安装完以上部件之后,再安装左、右滚筒,连接水管,油管和电缆,机组加油、供电、接水试车,无问题,再装护板
(二)、工作面回撤采煤机的拆除
1、采煤机牵引至工作面机头皮顺出口处,放平左右摇臂,清净机身上的浮煤,利用已加固好的工字钢棚为起吊点,即可停电撤除
2、两滚筒在护心板撤除后,各螺栓卸下,即可利用单体顶出(单体稍带劲后,人员躲到安全地点后,远距离供液),其他部件连接均为螺栓和底盘定位螺栓,螺栓卸掉后,即可分解开所有悬空部拆除时,应先用40T链子吊稳底部,垫实#型道木,然后再拆卸连接的螺栓所有设备拆除后各部件应脱离主体,摆放稳固;拆卸最后一条螺栓时,人员必须躲开波及范围,防止滚落伤人
3、整个机组分解成如下部分装车左右滚筒、左右摇臂(带左右机头部)、左右行走部、电控部(行走滑靴拆掉以利井下运输)及护板、液压管件、电缆(集中装车)
4、机组各种护板,电缆及夹板,水管等集中装车,封牢回收,对于超长的应有防碰措施(设备车两端头捆绑木板)
5、煤机各部件装车时必须在车盘上垫上400×400mm大方木,同时装车要正、要封牢,封车要用5分以上钢丝绳和8#铁丝封牢固斜巷运输尾绳要用Ф
24.5mm以上的钢丝绳套、M42卸扣与稳车主钩绳连牢
6、拆卸采煤机时应悬挂牢固,起吊平稳拆卸下来的螺栓、销子等要收集好,统一下井不能乱丢乱放
7、采煤机两滚筒斜放在有竖撑的平板车上,要保证重心一致,然后用
15.5mm的钢丝绳封两道、M24*400的花兰螺栓、圆环连等固定
8、采煤机的两个行走部及两个摇臂平放在平板车上,要保证重心与平板车的重心一致,然后用
15.5mm的钢丝绳进行固定,每车捆3道钢丝绳
9、采煤机的电控箱平放在平板车上,利用电控箱上的螺栓孔在平板车上割眼,然后再用M27×75的螺栓固定,然后用
15.5mm的钢丝绳进行固定,每车捆3道钢丝绳支架的回撤⑴撤除中间部分的液压支架采用“前进式全断面掩护支架法”进行,即每撤除一个液压支架,用下端头绞车前移一次掩护支架,采用交替前移的方法,即先移老塘侧掩护架,再移中间掩护架,最后移面前侧掩护架,注意降架前用20T稳车在后边留住,防止拖拉过程失控滑跑⑵撤除中间部分液压支架用工作面下头的绞车设滑轮调向,滑轮用40T双股溜子链及配套连接环上紧固定螺栓固定在支架的前梁上支架调出后,及时维护顶板,沿走向一架一梁两柱抬棚(当顶板压力大时,棚梁可用工字钢或铁轨),单体支撑⑶前移老塘侧掩护支架前,将前立柱后的单体升实,面前侧支牢一梁三柱抬棚或点柱⑷前移老塘侧掩护支架后,在前梁上沿煤层走向上一根
3.6m的工字钢升起接顶后再交移中间掩护支架;移设面前侧掩护支架前,必须在单腿棚下支设一梁三柱抬棚或点柱⑸三个掩护支架移设完毕,回撤面前的贴帮支柱支柱卸载用绳长不小于
1.5m的专用工具远距离卸载,人工回撤困难时用稳车回撤,撤除的支柱等物料运到距迎头10m以外,准备进行下一个循环撤除⑹中间支架拉移至面上稳车处,撤除尾梁后,用机头稳车分别拉出下放支架时,必须认真检查稳车钢丝绳及钩头是否完好,要确保支架与钩头固定牢固,压好钩头找好平衡后下放,钢丝绳不得有余绳放架时稳车低速下放,严禁稳车运行过程中调速上下两部稳车相互配合,速度一致,确定红灯信号完好,听到回点后方可开车稳车司机必须严格遵守其作业规程和《煤矿安全规程》的规定⑺下放支架时下方不得有人停留或走动,人员全部躲开绳道及钢丝绳波及范围,需要观察情况的人员在固定支架内或设备后5m以外的安全地区⑻把支架主体拉至起吊系统,利用起吊系统把主体吊起400mm,推入平板车掩牢车然后逐车封车外运⑼中间支架撤除如需缩回立柱加长段时其方法如下
①支架在顶梁下支牢单体支柱,固定好单体底部防止降架时单体滑脱
②拆立柱加长段固定块,升立柱使加长段缩回后,停止操作,把固定块重新卡好一人操作,其他人严禁将手扶于立柱上,以防砸挤手指等
③前后排立柱分别进行
十、其它措施
(一)、防倒架措施为防止悬移支架受横向力冲击悬移支架倾斜甚至倒伏,必须采取以下措施
(1)1312综放工作面煤层倾角局部坡度较大,为防止发生支架倾倒事故,必须严格把握工作面支护质量
(2)液压支架顶梁、底座必须平行于顶底板,严禁悬空
(3)严格执行擦顶移架制度,降架幅度严禁超过邻架顶梁侧护板高度的2/3,利用相邻支架护板顶住移动的支架
(4)液压支架使用防滑、防倒设施,防止底座滑移和支架倾倒
(5)对于有倾倒趋势的支架必须当班进行调整
(6)因煤硬度较低,易产生架前、架间漏煤,因此必须及时将碎煤、碎矸清理干净,使支架受力均匀,达到平衡
(7)采用单体液压支柱辅助单向推溜方式,即从溜头推向溜尾,防止运输机、支架下滑附图-380水平1300采区1312综放工作面生产系统图
(12000)1312综放工作面运输系统图1312综放工作面通风系统图1312综放工作面排水系统图1312综放工作面供电系统图1312综放工作面供水系统图1312综放工作面供风系统图1312综放工作面通讯系统图1312综放工作面安全监控系统图1312综放工作面防灭火系统图1312综放工作面避灾路线图1312综放工作面单项设计施工图。