第一篇:418智能化綜采工作面作業規程(信息辦)
陜西黃陵二號煤礦有限公司418 智能化綜采工作面作業規程
編制單位:綜采二隊 編制時間:
2018 年 9 月 10 日
陜西黃陵二號煤礦有限公司 418 智能化綜采工作面 作業規程 批準:
總工程師:
審批:
生產礦長:
安全礦長:
機電礦長:
審核:
生產技術部:
安全監察部:
地質測量部:
機
電
部:
通
風
部:
信
息
部:
調
度
室:
編制:
編制單位:二號煤礦綜采二隊
單位主管:
編制人員:
編制時間:2018 年 9 月 10 日
陜西黃陵二號煤礦有限公司 418 智能化綜采工作面 作業規程 批準:
單位主管:
審批:
支部書記:
技術副隊長:
安全副隊長:
生產副隊長:
機電副隊長:
質量副隊長:
編制:
編制人員:
編制時間:2018 年 9 月 10 日
作業規程會審紀要 規程名稱 418 智能化綜采工作面作業規程 會審時間 2018 年
月
日 會審地點
編制單位 綜采二隊 編制人 肖
曲 會審人員 主持人:
參會人員:
陜西黃陵二號煤礦有限公司 418 智能化綜采工作面 作業規程編制說明 一、規程說明 陜西黃陵二號煤礦有限公司隸屬于陜西陜煤黃陵礦業公司,礦井位于陜西省黃陵縣雙龍鎮,年設計生產能力 800 萬噸,服務年限 70 年。418 工作面位于四盤區右翼。工作面走向長度 2626m、傾向長度 300.5m,預留保護煤柱 300m,可采長度 2326m。工作面煤層平均厚度 5.5m,地質儲量=594.6萬噸,可采儲量=500.3 萬噸。
418智能化綜采工作面作業規程主要指導418工作面從初采初放至閉采整個回采過程的安全生產及相關工作,工作面初采初放及閉采作業必須制定專項安全技術措施。
二、貫徹學習1、作業規程的貫徹學習必須在工作面開工之前完成,由編制本規程的技術人員負責組織職工學習。
2、所有施工人員必須參加規程學習,經考試合格后方可上崗作業。
3、規程的學習和考試記錄應注明考試成績并附于規程后。
三、作業規程復審要求及后續相關材料附頁位置 1、作業規程每月進行一次復審。
2、作業規程由區隊技術員按照相關部室提出的意見進行修改,經相關部室審核無誤后簽字確認,報總工程師審批。
3、復審完成后,由技術員組織全體施工人員學習,參與學習人員應在本規程的學習記錄表上簽名確認,并附于作業規程后。
目錄
第一章
概況.......................................................................................................1 第一節
工作面位置及井上下關系...........................................................1 第二節
煤
層...........................................................................................1 第三節
煤層頂底板...................................................................................2 第四節
地質構造.......................................................................................3 第五節
水文地質.......................................................................................4 第六節
影響回采的其它因素...................................................................5 第七節
儲量及服務年限...........................................................................5 第二章
采煤方法...............................................................................................7 第一節
巷道布置.......................................................................................7 第二節
采煤工藝.......................................................................................8 第三節
設備配置.....................................................................................15 第三章
頂板控制.............................................................................................30
第一節
支護設計及驗算.........................................................................30 第二節
工作面頂板控制.........................................................................33 第三節
進風巷、回風巷及端頭頂板管理.............................................35 第四節
礦壓觀測.....................................................................................39 第四章
生產系統.............................................................................................42 第一節
運輸系統.....................................................................................32 第二節
“一通三防”與安全監控系統.................................................43 第三節
供排水系統.................................................................................57 第四節
供電系統.....................................................................................58 第五節
通信照明系統.............................................................................57
第六節 壓風系統.......................................................................................68 第五章
勞動組織及主要技術經濟指標.........................................................59 第一節
勞動組織.....................................................................................69 第二節
主要技術經濟指標.....................................................................70 第六章
煤質管理.............................................................................................71 第一節
煤質指標和要求.........................................................................71 第二節
提高煤質措施.............................................................................71 第三節
提高采出率措施.........................................................................73 第七章
安全技術措施.....................................................................................74 第一節
一般規定.....................................................................................74 第二節
頂板管理.....................................................................................76 第三節
防治水.......................................................................................101 第四節
一通三防與安全監控...............................................................102 第五節
運輸管理...................................................................................114 第六節
機電管理...................................................................................119 第七節
電液控制系統操作安全措施...................................................127
第六節
監控中心司機操作安全措施...................................................129 第九節
工作面巡查安全措施...............................................................130 第十節
安全與職業衛生.......................................................................121 第十一節
其它.......................................................................................133 第八章
災害應急措施及避災路線...............................................................143 第一節
安全避險“六大系統”...........................................................143 第二節
避災原則及避災路線...............................................................138 第三節
應急措施...................................................................................139 第九章
安全風險辨識...................................................................................155
第一章
概況 第一節
工作面位置及井上下關系
工作面位置及井上下關系見表 1。
表 表 1
工作面位置及井上下關系 盤區名稱 四盤區 地面標高/m +1115~+1364 工作面名稱 418 井下標高/m +711~+722 走向長度/m 2626 傾向長度/m 300.5 面積(m 2)
790916 地面相對位置 工作面對應的上部地表位于西溝附近,為中-低山林地帶。
井下位置及與四鄰關系 工作面位于四盤區的東南。西北部為未采區,東南緊鄰 416 采空區,西南至北二二號輔運大巷,東北至 201 工作面采空區,工作面走向方位 69°。
回采對地面設施的影響 工作面開采深度為 385-608m。地面為中-低山林,周圍無建筑物和其他設施,回采對地表影響很小。
附:圖 1-1-1
418 工作面井上下對照圖
第二節
煤
層
工作面開采煤層情況見表 2。
表 表 2
工作面煤 層情況一覽表 煤層厚度/m 5.0~6.6 煤層 結構 簡單 傾角/(°)0~2平均 5.5平均 0.5 可采指數 1 硬度 2~3 煤種 富油煤 穩定程度 穩定 煤層情況 根據工作面回風巷、膠帶巷、輔運巷以及工作面切眼揭露的煤層情況,本工作面煤層結構簡單,厚度變化較穩定,煤層厚度5.0m至6.6m,平均煤厚5.5m,煤層下部含夾矸 1~2 層,在斷層附近煤層無壓薄或增厚現象。
煤質情況 A ad /%
V daf /%
Q b,ad /(MJ/kg)
FC ad /%
S t,ad /%
Y/mm
工業牌號34 27.37 83.22 0.52 8.5 RN32 根據地質勘查報告可知該工作面區域 2 號煤層屬特低-低灰煤,特低-低硫,低-中磷,特高-高熱值,化學反應性較強,低度結渣,低度結污,低-中等軟化度的富油煤。
注:A ad-灰分;V daf-揮發分;Q b,ad-發熱量;FC ad-固定碳;S t,ad-硫分;Y-膠質層厚度。
第三節
煤層頂底板
418 工作面煤層頂底板情況見表 3。
表 表 3
煤層頂底板情況一覽表 名稱 巖石名稱 厚度(m)
巖性特征 老
頂 粉砂巖 9~14.15 深灰色~灰黑色粉砂巖,中夾薄層細粒砂巖,水平層理~微斜層理,層面富含云母片及植物化石碎片,較堅硬,厚度較穩定,9.0m~14.15m,抗壓、抗剪強度較高,巖石普氏硬度 f=6~7。
直接頂
細粒砂巖
1.1~6 深灰色~灰黑色細粒砂巖,巖石成份以石英為主,長石次之,分選性、圓度均中等,泥鈣質~沙泥質膠結,緩波狀層理,含植物化石及大量黃鐵礦薄膜,巖層厚度 1.1~6.0 米,厚度不穩定。
直接底
泥巖
0.8~3.9 4 號聯絡巷至停采線段為灰黑色泥巖,巖石團塊狀,易風化,易破碎,含植物根化石,具滑面,含少量黃鐵礦結核,厚度 1.1~2.4m,4 號聯絡巷至切眼段由灰黑色粉砂質泥巖漸變為灰黑色炭質泥巖,具滑面,含植物化石,易碎,易風化,厚度 0.8~3.9m,巖石普氏硬度 f=4~5。
附:圖 1-3-1
418 工作面地層綜合柱狀圖
第四節
地質構造
一、地質及構造情況 418 工作面地質構造相對簡單,為近水平煤層,傾角 0~2°,平均0.5°,從順槽揭露的情況看,工作面有小構造,已揭露的斷層有 P 4-8、P 4-9、P 4-10、P 4-11、P 4-12、P 4-13,均為正斷層,預計對工作面回采產生一定影響。斷層構造情況及對回采的影響見表 4。
表 表 4
斷層構造情況表 構造名稱 走向(m)
傾向(m)
傾角(°)
性質 落差(m)
對回采的影響程度 P 4-8
239 70~80 正斷層 0.4~0.8 較低 P 4-9
183 273 45 正斷層 0.8~1.0 較低 P 4-10
180 270 42~50 正斷層 1.2~1.5 較低 P 4-11
234 324 60~70 正斷層 1.4~2.15 較低 P 4-12
270 360 52 正斷層 1.9~2.3 較低 P 4-13
275 5 21 正斷層 0.8 較低 二、其它因素對回采的影響
工作面掘進過程中巷道揭露沖刷帶 2 處,分別位于膠帶巷正巷 885m處,回風巷 1584m 處,沖刷帶最大深度 1.3m,對回采帶來一定影響。
附:圖 1-4-1
418 工作面巷道寫實圖
第五節
水文地質
一、工作面水文情況 礦井直接充水含水層為侏羅紀中統延安組(J2y)煤層裂隙水和砂巖裂隙水,含水量較小,間接含水層為直羅組下段弱含水層,418 工作面區域內 2 號煤層距直羅組下段間距在 96 米至 114 米間,根據礦井“三帶”發育報告,三帶未發育至直羅組下段,因此直羅組下段含水層對 418 工作面正常回采影響較小。根據四盤區其他工作面物探資料,該區域施工的探放水鉆孔,單孔出水量均不大,單孔流量均小于 0.5m3/h。
二、其它水源分析
418 工作面揭露的六處小型斷裂構造,在掘進過程中均未出現導水,回采過程中,隨著頂板冒落,上部巖層松動,工作面上部含水層水可能從斷裂處導水,回采至斷層段時加強頂板管理及水情觀測。
三、工作面的涌水量預測 依據相鄰 416 工作面回采期間涌水量及四盤區其他工作面涌水量情況,利用類比法預計該工作面回采時,正常涌水量:3~5m3 /h,最大涌水量:20m3 /h。
第六節
影響回采的其它因素
影響回采的其它地質情況見表 5。
表 表 5
影響回采的其它地質情況表 瓦斯 屬高瓦斯工作面,工作面絕對瓦斯涌出量 10~20m3/min,相對瓦斯涌出量 1~3m3/t,應加強工作面瓦斯抽放和通風管理,防止瓦斯積聚。
煤塵 具有爆炸性,煤塵爆炸指數 31.4。
煤的自燃 煤層具有自燃傾向性,自燃傾向性等級Ⅱ類(自燃),自燃發火期 55d。
地溫 據普查資料本區未出現地溫異常,對回采基本無影響。
地壓 大地靜力場型。
沖擊地壓 無沖擊地壓危險性。
普氏硬度 系數 煤層
夾矸
直接頂
直接底
f=2~3
f=3~5
f=6~7
f=4~5
第七節
儲量及服務年限
一、儲量
418 智能化綜采工作面走向長度 2626m,工作面長度 300.5m,留保護煤柱 300m,可采長度 2326m,煤層平均厚度 5.5m,則: 地質儲量=工作面走向長度×工作面傾向長度×煤層平均厚度×容重
=2626m×300.5m×5.5m×1.37t/m 3
=594.6 萬 t
可采儲量=(工作面走向長度-保護煤柱長度)×工作面傾向長度×
煤層平均厚度×容重×回采率 =(2626m-300m)×300.5m×5.5m×1.37t/m 3 ×95%
=500.3 萬 t。
二、工作面服務年限 工作面服務年限=可采長度/月計劃推進度=2326m/165.6m/月
=14.04 個月
第二章
采煤方法 本工作面是四盤區右翼第七個工作面,直接頂有一定厚度,采空區不懸頂,冒落的松散巖石基本上充填采空區。工作面煤質比較松軟、破碎。本著安全可靠、高產高效、經濟合理的原則,工作面選用智能綜合機械化走向長壁后退式一次采全高的采煤法,全部垮落法處理采空區頂板,采煤機自動記憶割煤,支架自動跟機移架支護,集成泵站自動配比和變頻智能控制,監控中心設備分機自動控制。
第一節
巷道布置
一、盤區設計、盤區巷道布置概況 四盤區位于礦井井田西北部,盤區內呈西北~東南向平行布置四條盤區準備巷道,間距均為 40m。由左向右依次為北二一號輔運大巷、北二回風大巷、北二膠帶大巷、北二二號輔運大巷。
巷道用途:北二一號輔運大巷、北二二號輔運大巷擔負進風、行人及材料運輸;北二膠帶大巷擔負進風及煤炭運輸;北二回風大巷擔負回風任務。
二、工作面巷道布置
418 工作面西北部為未采區,東北部為 201 工作面采空區,東南緊鄰416 采空區,西南至北二二號輔運大巷,工作面走向方位為 69°。
418 膠帶巷為工作面主運輸巷,靠外側為實體煤柱,內側布置帶式輸送機,418 輔運巷為工作面輔助運輸巷,與 418 膠帶巷相鄰,418 輔運巷西北側為未采區;418 工作面膠帶巷與輔運巷間留 35m 煤柱,平均每 500m施工一個聯絡巷;原 416 輔運巷作為 418 工作面回風巷。
418 工作面巷道幾何參數等見表 6。
表 表 6
巷道幾何參數、支護形式及用途一覽表 巷道名稱 進、回風 斷面 凈寬/m 凈高/m 凈斷面/m2 支護形式 工作面回風巷 回風 矩形 4.6 3.8 16.28 錨網索聯合支護 工作面膠帶巷 進風 矩形 5.4 3.6 18.2 錨網索聯合支護 工作面輔運巷 進風 矩形 4.6 3.8 16.28 錨網索聯合支護 切眼
矩形 9.1 3.8 32.93 錨網索聯合支護 聯絡巷 進風 矩形 4.6 3.8 16.28 錨網索聯合支護 附:圖 2-1-1
418 工作面巷道布置平面圖
第二節
采煤工藝
一、回采方法
選用智能綜合機械化走向長壁后退式一次采全高的采煤法,全部垮落法處理采空區。采煤機雙向自動化記憶割煤,刮板運輸機、轉載機、可伸縮膠帶輸送機聯合運煤,掩護式液壓支架支護頂板。具體工藝流程為:割煤―裝煤―移架支護―推移運輸機。
二、采高、循環進度 418 工作面煤層厚度較均勻,煤層平均厚度 5.5m,一次采全高,不留頂底煤,割煤時應根據頂、底板起伏變化情況及時抬刀、落刀,做到不破頂、不破底,保證煤質。工作面循環進度為 900mm。
三、工藝說明及要求 工作面選用MG1000/2550-GWD型電牽引采煤機自動記憶落煤、裝煤;ZY12000/28/63D型液壓支架(機頭端頭支架ZYT12000/28/55D;機頭過渡架ZYG12000/28/55D;機尾端頭支架ZYT12000/28/63D;機尾過渡架ZYG1
2000/28/63D),自動跟機支護頂板。
1、割煤
(1)割煤方式 選用 MG1000/2550-GWD 型電牽引采煤機雙向自動記憶割煤,割煤深度(截深)900mm,采煤機前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤,一次采全高,不留頂底煤。
(2)進刀方式 采用端部斜切進刀方式,進刀距離不得小于 50m,機頭、機尾雙向進刀。
附:圖 2-2-1
采煤機進刀方式示意圖
(3)裝煤方式 使用煤機滾筒及運輸機靠煤壁側鏟煤板,借助支架為運輸機提供推力自動裝煤。
(4)質量控制標準 割平頂、底板,煤壁平直,且與頂底板垂直。平均采高 5.5m,機頭機尾的頂底板必須與巷道頂底板過渡平穩,不得出現明顯高低差。
(5)割煤工序(本工作面為右工作面,右工作面即面向工作面運輸機機頭在右手邊的工作面)
回采工藝一個循環共分為 14 道工序,具體如下:
第一工序:煤機右滾筒割頂煤,左滾筒割底煤,由機尾向機頭割煤。
第二工序:采煤機左滾筒升至水平,右滾筒下降,由機頭向機尾割底煤,直至右滾筒把采煤機機身的底煤割完。
第三工序:煤機向機頭方向牽引,清理浮煤。
第四工序:采煤機左滾筒升起割頂煤,右滾筒割底煤,向機尾方向斜
切進刀。
第五工序:采煤機右滾筒升起割頂煤,左滾筒降下割底煤,向機頭方向割三角煤。
第六工序:煤機左滾筒升至水平,右滾筒降下向機尾割底煤。
第七工序:煤機向機頭方向清理浮煤。
第八工序:煤機向機尾方向正常割煤。
第九至第十四工序與第二至第七工序相對稱。
(6)安全注意事項 割煤時前滾筒前方 4 架和后滾筒后方 20 架范圍內除巡查人員外,嚴禁其他進入作業、行走或逗留。
2、移架:采用智能化電液控制,對工作面頂板進行自動跟機移架支護,人員跟架干預。
(1)移架方式和方法 移架在煤機中部進行,局部破碎時,拉超前架及時支護,移架步距900mm。
移架順序:收二級護幫板―收一級護幫板―收側護板―降柱―升起架―拉架―降起架―升柱―伸側護板―伸一級護幫板―伸二級護幫板。
(2)支架的移設質量標準 ①初撐力不低于泵站出口壓力的 80%(25.2MPa)。
②支架成一條直線,其偏差不得超過±50mm,跟機移架時工作面安排專人(巡查工)找直。
③支架中心距為 1750mm,其偏差不得超過±100mm。
④支架要垂直于頂底板,做到迎山有力,頂梁上無浮矸浮煤,與頂板接觸嚴密,嚴禁空頂。
⑤支架頂梁與頂板平行支設,其最大仰俯角小于 7°。
⑥移架要及時,端面距控制在 700mm。
⑦相鄰支架間不得有明顯錯茬,錯茬不得超過側護板高的 2/3,支架不擠不咬,架間空隙不超過 200mm。
⑧遇到頂板破碎時,移架采用帶壓擦頂移架,移架時讓立柱仍保持一定的工作阻力,使頂梁貼著頂板前移,減輕移架時頂板巖層的活動,減少頂板破壞。因頂板破碎,移架工作跟機不及時,應停采煤機,待移架跟上
后再割煤。
(3)注意事項 支架自動跟機作業,如有丟架或支架拒動時,由監控中心支架操控員或巡查工及時補架。
3、推移運輸機
(1)推移運輸機在煤機后滾筒過后 12 架外進行,自動跟機推溜,運輸機停止運轉時,禁止推移(機頭、機尾除外)。
(2)推移后的運輸機機頭、機尾必須平緩且直,移過的運輸機必須成直線,其偏差不超過±100mm。自動化移架時工作面安排專人(巡查工)找直。
(3)運輸機在推移過程中,必須單向順序推移或中部向兩頭順序推移。
4、膠帶輸送機機尾移動方式 本工作面選用 DSJ160/3500/2×560+1×560 型膠帶輸送機,使用DY1600 型自移式機尾,當采煤機割 3 刀煤后,移動膠帶輸送機機尾 1 次。
5、回采率:加強工作面的管理,原煤的回采率必須達到 95%以上。
六、工作面正規循環生產能力
工作面傾向長度為 300.5m,每日按 8 個循環組織生產,采煤機雙向割煤,循環進尺 0.9m,平均采高 5.5m,則:
日產量=L×S×H×R×C×8
=300.5×0.9×5.5×1.37×95%×8=15487.6t
月產量=15769.1×23=35.62 萬 t
式中
L—工作面長度,m;
S—正規循環推進步距,m;
H—平均采高,m;
R—煤的密度,t/m 3 ;
C—工作面采出率,%。
附:圖 2-2-2
418 工作面正規作業循環圖表
第三節
設備配置
一、液壓支架 選用雙柱掩護式支架,共 175 臺,其中 ZY12000/28/63D 型中部液壓支架 163 臺,ZYT12000/28/55D 型機頭端頭支架 4 臺,ZYG12000/28/55D機頭過渡架 2 臺,ZYT12000/28/63D 機尾端頭支架 4 臺,ZYG12000/28/63D 機尾過渡架 2 臺。
中部液壓支架參數見表 7:
表 表 7 液壓支架技術參數表
序號 項目 參數 1 型號 ZY12000/28/63D 2 架型 兩柱掩護式液壓支架 3 支架結構高度(mm)
2800~6300 4 支架寬度(含側護板掩梁,mm)
1650~1850 5 支架中心距(mm)1750 6 重量(t)43±0.2
移架步距(mm)
900 8 推移千斤頂行程(mm)
960 9 掩護梁與水平面夾角(°)
7.1~55.2 10 底座寬度(mm)
1630 工作阻力(P=47.7MPa)(KN)
1200 12 初撐力(P=31.5MPa)(KN)
7916 13 支護強度(f=0.2)(MPa)
1.2~1.3 14 操作方式 電液控隔架操作、本架操作 二、采煤機
采煤機選用 MG1000/2550-GWD 型雙滾筒電牽引采煤機。其主要技術參數見表 8:
表 表 8 采煤機技術參數表 序號 項目 參數 1 型號 MG1000/2550-GWD 2 采高范圍(mm)
3800~6400 3 截深(mm)
900 4 供電電壓(V)
3300 5 滾筒直徑(mm)3000
過煤高度(mm)1440 7
裝機功率(KW)
2550 8 截割電機功率(KW)
2×1000 9 牽引電機功率(KW)
2×150 10 操縱方式 中部手動、兩端電控、無線遙控 三、煤炭運輸設備(一)工作面刮板輸送機
工作面刮板輸送機選用 SGZ1250/3×855 型中雙鏈刮板輸送機,配套調速偶合器。其主要技術參數見表 9:
表 表 9
刮板運輸機技術參數表 序號 項目 參數 1 型號 SGZ1250/3×855 2 鋪設長度(m)
308.04 3 電機功率(KW)
3×855 4 刮板鏈速(m/s)
1.35 5 運輸能力(t/h)
3000 6 中間槽結構 整體鑄焊封底 7 緊鏈方式 液壓緊鏈(二)轉載機
選用 SZZ1350/525 型橋式轉載機一部。其主要技術參數見表 10:
表 表 10
轉載機技術參數表 序號 項目 參數 1 轉載機型號 SZZ1350/525 2 轉載機長度(m)
38.9 3 輸送能力(t/h)
4000 4 電機功率(KW)
525(三)破碎機
運輸巷選用 PLM-4500 型輪式破碎機一部。其主要技術參數見表 11:
表 表 11
破碎機技術參數表 序號 項目 參數 1 破碎機型號 PLM-4500 2 電機功率(KW)
375 破碎能力(t/h)
4500 4 破碎粒度(mm)
300 5 錘頭沖擊速度(m/s)
22.8 (四)帶式輸送機
1、膠帶巷選用 DSJ160/3500/2×560+1×560 型帶式輸送機一部。其主要技術參數見表 12:
表 表 12
帶式輸送機技術參數表 序號 項目 參數 1 帶式輸送機型號 DSJ160/3500/2×560+1×560電機功率(KW)
2×560+1×560電機電壓(KV)4 運輸能力(t/h)
3500 5 帶寬(m)
1.6 6 帶速(m/s)7 儲帶長度(m)
160 8 鋪設長度(m)
2636 液壓卷帶裝置
型號 JY1600/15 9 壓帶機構夾持力(KN)
10 成卷最大直徑(mm)
1500 11 成卷最大質量(kg)
3000 12 電機功率(KW)13 額定壓力(MPa)
液壓自控張緊裝置 14 型號 ZYJ-500/30D 15 最大張緊力(KN)
500 16 最大張緊行程(m)17 絞車容繩量(m)
180 18 電機功率(KW)19 額定壓力(MPa)自移機尾
型號 DY1600 20 自移最大推力(KN)
633 21 拉移行程(mm)
3100
四、超前支護裝置(一)進風超前 進風超前選用 ZQL2×5000/21/40 巷道超前支護裝置兩組。其主要技術參數見表 13:
表 表 13
進風巷道超前支護裝置技術參數表 序號 項目 參數 1 設備型號 ZQL2×5000/21/40 2 支撐高度(m)
2.7~4 3 寬度(m)
4.66 4 初撐力(MPa)
31.5 5 工作阻力(MPa)
6 支護強度(MPa)
0.15 底板比壓(MPa)
2.52 8 移架步距(m)
0.9 9 操作方式 遙控、電液控(二)回風超前 回風超前選用 ZQL2×5000/21/40 巷道超前支護液壓支架三組。其主要技術參數見表 14:
表 表 14
回風巷道超前支護液壓支架技術參數表 序號 項目 參數 1 設備型號 ZQL2×5000/21/40 2 形式 四連桿支撐掩護式 3 支撐高度(m)
2.1~4 4 寬度(m)
0.8(底座)初撐力(MPa)
31.5 6 工作阻力(KN)
2×5000 7 支護強度(MPa)
0.27 8 移架步距(m)
0.9 9 操作方式 遙控、電液控 五、418 工作面設備布置 附:圖 2-3-1
418 工作面設備布置平面圖
六、智能化控制系統 工作面選用 SAM 自動化控制系統,對工作面綜采設備進行智能化控制,智能化控制系統主要設備配備見表 15:
表 表 15
418 工作面智能化控制系統主要設備配備表
序號 名
稱 型
號 數量 備注 1 工作面監控中心 TMDJKZX 1礦用隔爆兼本安型監控主機 TMDFBZ(ZDYZ-127Z/NUC)2礦用本安型顯示器 TMDXSQ(XH12)[XH12] 6礦用本安型云臺攝像儀 TMDSXY(KBA12(A))33礦用本安型云臺攝像儀 TMDSXY(KBA12(A))66礦用本質安全型綜采綜合接入 TMDJRQ(KJJ18(B))[KJJ18(B)] 35礦用隔爆兼本質安全型穩壓電 TMDFBD(KDW127/12/JRQ)
35液壓支架電液控制裝置控制器 TMDPMC(ZDYZ-Z/K2.0)[ZDYZ-Z] 175電磁閥驅動器 TMDSRSC(ZDYZ26-Q/14)175礦用本安型紅外線發送器 TMDHWT(GUH5-F)[GUH5-F] 1礦用本安型紅外線接收器 TMDHWT(GUH5-S/D)C [GUH5-S] 175
七、工作面機械設備配備 (一)418 工作面機電設備配備情況詳見表 15。
表 表 15
418 工作面機電設備配備表 序號 名
稱 型
號 數量 備
注 1 電牽引采煤機 MG1000/2550-GWD 型 1 臺機頭端頭支架 ZYT12000/28/55D 4 臺機頭過渡支架 ZYG12000/28/55D 2 臺機尾端頭支架 ZYT12000/28/63D 4 臺機尾過渡支架 ZYG12000/28/63D 2 臺中部液壓支架 ZY12000/28/63D 163 臺刮板運輸機 SGZ-1250/3×855型 1 部 308.04m 8 進風超前支護裝置 ZQL2×5000/21/40 型 2 組 29.5m 9 回風超前支護液壓支架 ZQL2×5000/21/40 型 3 組 49.7m 10 橋式轉載機 SZZ-1350/525 型 1 臺 38.9m 11 膠帶運輸機 DSJ160/3500/2×560+1×560 1 部輪式破碎機 PLM-4500 型 1 臺乳化泵 BRW630/37.5 4 臺 回液箱、混合箱各一臺 14 噴霧泵 BPW-500/10 4 臺 TMXQ 清水箱 3 臺 15 高壓過濾站 TMGLZ(2500/37.5/25)D 1 臺回柱絞車 JDHB-30/3.5 2 臺移動變電站 KBSGZY 2-T-315/10 2 臺移動變電站 KBSGZY 2-T-3150/10 2 臺移動變電站 KBSGZY 2-T-630/10 1 臺移動變電站 KBSGZY 2-T-1000/10 1 臺真空隔爆起動器 QBZ-80ND/660 6 臺隔爆磁力起動器 QJZ-80/660 4 臺泵站主控系統 TMBZZK 1 臺礦用交流變頻器 BPJ-315/1140 1 臺膠帶自移機尾 DY1600 1 臺組合開關 QJZ1-1600/3300-6-450 1 臺防爆饋電開關 KBZ-400/1140 4 臺組合開關 QJZ1-1600/3300-8-450 1 臺信號照明綜合保護裝置 XZB-10 1 臺組合開關 QJZ1-2400/1140-12-400 1 臺
潛水泵 37KW 1 臺
18.5KW 2 臺
7.5KW 2 臺
第三章
頂板控制 第一節
支護設計及驗算 一、支護設備選擇
根據工作面頂底板巖性及煤層厚度、采高等條件,并且參照 408、410、412、414、416 工作面的經驗,選用雙柱掩護式支架及其相配套的端頭、過渡支架共 175 臺。支架最大工作阻力為 12000KN,初撐力為 7916KN。
同煤層礦壓觀測選擇或預計本工作面礦壓參數參考見表 17。
表 表 17
同煤層礦壓觀測選擇或預計本工作面礦壓參數參考表 序號 項目 單位 同煤層實測 本面選取或預計 1
頂底板條件
直接頂厚度
m
1.2~2.9 1.7 直接底厚度
m
0.9-4.7
3.2 2
直接頂初次垮落步距
m
10~14 12 3
初次來壓
來壓步距
m
35~40 35 最大平均支護強度
MPa
0.61 0.61 最大平均頂板移近量
mm
120 4
周期來壓
來壓步距
m
20~25 20 最大平均支護強度
MPa
0.47 0.47 最大平均頂板移近量
mm
100 來壓顯現強度
不明顯
不明顯
平時
最大平均支護強度
MPa
0.42 0.42 最大平均頂板移近量
mm
80 6
直接頂懸頂情況
m
隨采隨垮 隨采隨垮 7
頂板容許比壓
MPa
35 8
直接頂類型
類
基本穩定
基本穩定
巷道超前影響范圍
m
80-150
150
二、液壓支架支護強度驗算
頂板載荷的計算(估算法):
Q=9.81×K×h×ρ=9.81×7×5.5×2.7=1019.7KN/m 2,式中
Q—支護強度,KN/m 2 ;
k—頂板巖石厚度因數,中厚煤層 k=6~8;
H—平均采高,5.5m;
ρ—頂板巖石密度,2.7t/m 3。
F Z =Q×A/η=1019.7×1.75×4.62/0.8=10305.3KN<12000KN
式中
F Z —支架的工作阻力,KN;
Q—支護強度,KN/m 2 ;
A—支架的支護面積,m 2 ;
η—支架的支撐效率,取 80%。
該支架支護強度能夠滿足支護要求。
三、工作面控頂距
最大控頂距:L max
=L 1 +L 2 +S
=4625+700+900
=6225mm
最小控頂距:L min
=L 1 +L 2
=4625+700
=5325mm
式中
L 1 —頂梁長度;
L 2 —端面距;
S—截深。
四、乳化泵站 (一)泵站選型和數量
乳化液泵選用 BRW630/31.5 型4臺,裝備四泵兩箱;噴霧泵 BPW500/10型 4 臺,裝備四泵三箱。乳化液供液選用φ63mm 高壓膠管,回液管路選用φ675mm 高壓膠管,三進三回。泵站各設備主要技術參數如下:
1、乳化泵技術參數:
型號:BRW500/31.5;
額定流量:630L/min;
公稱壓力:31.5MPa;
電機功率:400KW。
2、噴霧泵技術參數:
型號:BPW500/10;
公稱流量:500L/min;
公稱壓力:10MPa; 電機功率:110KW。
(二)泵站位置
乳化液泵站位于進風巷設備列車上,隨設備列車一起拉移。
(三)泵站使用規定
1、乳化液泵站壓力不低于 31.5MPa,供支架噴霧和采煤機外噴霧的清水泵壓力不低于 4MPa,采煤機內噴霧的清水泵壓力不低于 2MPa。
2、乳化液無析油、析皂、沉淀、變色、變味等現象,每班用折射儀檢查 2 次乳液配比濃度是否符合規定(3%~5%)。
3、高壓過濾站的進、出口壓力差小于 1MPa。
4、要盡量采用同一牌號,同一廠家生產的乳化油配制乳化液,并用折
光儀檢查濃度,不合規定要進行調配,要定期化驗水質,其 PH 值、氯酸、硫酸根和機械雜質不得超過規定。
第二節
工作面頂板控制
一、工作面回采時的控頂方式 (一)管理辦法
1、本工作面采用全部垮落法管理頂板。
2、本工作面安裝 175 臺液壓支架,對工作面進行全支護管理。
(二)正常工作時期頂板支護方式
采用追機及時移架支護,即采煤機割機身中部及時移架,移架步距0.9m。
(三)移架順序(智能化控制)
1、采煤機正常割煤時,采煤機機身中部順序移架。
2、在采煤機割煤時,超前采煤機前滾筒 2 架將護幫板收回。
3、采煤機割煤并移架后,滯后采煤機后滾筒 3 架打出護幫板,保證護幫板緊貼煤壁。
(四)管理要求及標準 1、液壓支架初撐力不應低于額定值的 80%(25.2MPa)。
2、工作面支架的中心距誤差不超過 100mm,側護板正常使用,架間間隙不超過 200mm。
3、液壓支架接頂嚴實,相鄰支架頂梁平整,不應有明顯錯茬,不超過頂梁側護板高的 2/3,支架不擠不咬。
4、工作面液壓支架端面距保持在 700±20mm,工作面“三直兩平”,液壓支架排成一條直線,其偏差不超過±50mm。
5、工作面傘檐長度大于 1m 時,其最大突出部分不超過 200mm;傘檐長度在 1m 及以下時,最突出部分不超過 250mm。
6、工作面采空區局部懸頂或冒落不充分(落山角面積大于 10 ㎡)時應采取措施,超過時應進行強制放頂,特殊情況下不能強制放頂時,應有加強支護的可靠措施和礦壓監測手段。
7、工作面控頂范圍內頂底板移近量按采高不大于 80mm/m,支架鉆底小于 80mm,工作面頂板不應出現臺階下沉。
8、保證支架工況,支架接頂嚴實。
9、加強支架、泵站和液壓管路的維修,及時處理液壓系統中的竄漏問題、更換受損部件。
10、采煤機過后要及時跟機移架、打出護幫板。
11、當液壓系統壓力不足,影響移架時,要及時停止割煤和移架,等查明原因且處理正常后方可繼續割煤。
12、嚴格執行“敲幫問頂及圍巖觀測”、“先支后回”制度,嚴禁空頂作業,嚴防片幫傷人。
13、支架最大支撐高度應小于支架設計最大高度 100mm,支架最小支撐高度應大于支架設計最小支撐高度 200mm。
二、特殊時期頂板控制 (一)來壓及停采前的頂板控制
1、工作面老頂初次來壓前必須編制專門安全技術措施。
2、工作面老頂初次來壓、周期來壓期間,加強來壓的預測預報工作。
3、工作面支架以及進回風巷超前支架必須達到初撐力,切頂單體迎山有力,擋矸有效。
4、嚴格控制采高,適當縮小端面距,支架接頂嚴實。
5、在頂板離層的情況下,應采用帶壓、擦頂移架方式。
6、來壓時加強工作面支架維護,嚴防“跑冒滴漏”。
7、檢修班加強檢修,保證設備安全正常運行。
8、來壓時要適當加快推進速度。
9、工作面停采時要編制停采措施,加強工作面頂板管理。
10、工作面遇到頂底板松軟、過斷層、過冒頂區,以及托偽頂、托夾矸、留底煤開采時必須編制專項安全技術措施。
(二)過斷層及頂板破碎時的頂板管理
1、如果工作面頂板破碎、切頂掉矸、煤壁片幫達到 900mm 以上,為防止頂板冒落、控制煤壁片幫,在滿足采高要求的情況下,應及時超前采煤機移架支護頂板,打好護幫板及時支護煤壁。
2、移架應采用超前拉架方式。
3、支架必須達到初撐力,預防冒頂。
4、過構造帶前另行編制專項措施。
(三)應力集中區的頂板管理
1、工作面頂板管理:帶壓擦頂移架,支架接頂嚴實、達到初撐力。
2、端頭頂板管理:保證端頭支架接頂嚴實,端頭支架接頂不實處在頂梁上背坑木。
第三節
進風巷、回風巷及端頭頂板管理
一、進風巷、回風巷超前頂板管理 (一)超前支護方式及距離
1、進風超前支護:采用 2 組框架交錯式 ZQL2×5000/21/40 型巷道超前支護裝置支護頂板,支護長度 28.77m,移架步距 0.9m。
2、回風巷超前支護:采用 3 組 ZQL2×5000/21/40 型巷道超前支護液壓支架支護頂板,支護長度 49.33m,移架步距 0.9m。
3、回采期間,根據頂板及兩幫壓力顯現情況,使用單體及時加強支護。
4、超前外的巷道出現頂板下沉量較大、開裂、離層、錨桿托盤崩壞、錨桿擼絲等異?,F象時,應及時補打錨桿、錨索、戴帽點柱等加強支護,同時設置警示牌,防止人員靠近,嚴防錨桿、錨索崩出傷及人員。
附:圖 3-3-1
418 工作面支護示意圖(二)
支護標準及要求
1、超前支架采用遙控的方式進行操作,原則上不得使用手動操作,當遙控無法正常工作時可采用手動操作的方式進行操作。
2、采煤機割煤至距刮板運輸機機頭、機尾 5m 前,須先將超前支架移到位,嚴禁提前、超步距移架。
3、嚴禁多組超前支架同時操作前移。
4、超前支護支架初撐力不應低于 25.2MPa。
5、超前最大支撐高度應小于支架設計最大高度的 100mm,最小支撐
高度應大于支架設計最小高度的 200mm,立柱活柱行程確保支架不被“壓架”。
6、支架組拉移到位后,及時使用千斤頂或用單體液壓支柱調整支架狀態,確保支架頂梁平直,接頂嚴實,支架支撐有力,垂直頂底板支護。
7、由于支架頂梁較長,遇頂板不平整,接頂不實時必須使用道木、道木頭、木托盤背頂,保證接頂嚴實。
8、遇超前頂板破碎,兩幫有切頂、掉矸現象時,適當降低支架壓力,防止支架反復支撐頂板造成漏頂,同時使用單體戴帽點柱在支架頂梁縫隙中進行補強支護。
9、端頭支架移設到位后,必須打出端頭架護幫板及護壁板支護頂幫,以防空頂距過大。
10、根據刮板輸送機“上竄下滑”情況,調整工作面偽斜,防止影響超前支架支護。
11、支架立柱必須成線,垂直支設,偏差不大于 100mm;頂梁最大錯差不得超過 300mm。進風超前第一組支架前柱沿巷道方向滯后轉載機驅動電機 200mm,第二組支架后柱沿巷道方向超前運輸機一驅電機 200mm。
12、若巷道不平,必須提前將巷道底板順平,保證立柱不出現懸空,頂梁使用道木背平,保證接頂嚴實。
13、支架移動時須提前將立柱前移路線的煤清理干凈,確保立柱支撐在實底上,保證支架支撐有力、不歪斜。
14、支架在前移時,操作及輔助人員要關注支架的行走路線,盡可能保證支架沿直線前移,并且不破壞頂幫錨桿、錨索支護。
15、支架所用的立柱、千斤頂,均嚴禁在井下拆檢,可整體更換,更換前盡可能將缸體縮到最短,接頭處要做好防塵措施。
16、備用的各種液壓軟管、閥組、液壓缸,管接頭等必須用堵頭堵塞,更換時用濃縮液清洗干凈。
17、更換膠管、閥組和液壓件時,必須在“無壓”狀態下進行,且嚴禁將高壓出口對向人員。
18、嚴禁用金屬件、工具等物碰撞液壓及電器元件,尤其要注意防止碰傷立柱、千斤頂活塞桿的鍍層。
19、在操作超前支架時要遵守少降快移的原則,降架高度在 50~200mm之間,最大不得超過 200mm。
20、超前支護范圍內嚴禁堆放閑置設備及雜物。
二、端頭頂板管理
(一)端頭頂板支護方式
418 工作面進風端頭采用四臺 ZYT12000/28/55D 型端頭液壓支架支撐頂板,回風端頭采用四臺 ZYT12000/28/63D 型端頭液壓支架支撐頂板,其滯后工作面支架一個循環。機尾最后一架外側距煤柱 1.7m,機頭第一架外側距煤柱幫 1.4m,支架側護板與煤幫之間打密集切頂柱維護頂板。同時在切頂柱和超前支架間的控頂范圍內,采用液壓單體支柱配合鉸接頂梁支撐頂板。
(二)支護標準及要求
1、兩端頭的 8 臺端頭支架接頂嚴實,初撐力達到 25.2MPa 以上。
2、兩端頭處的端頭支架頂梁支設平穩,出現歪、咬架及時調整。
3、拉端頭架應堅持少降快移,減少空頂時間。
4、因機頭、機尾端頭頂板壓力大,檢修維護端頭支架要認真仔細,支架側護板與煤幫之間必須打密集切頂柱維護頂板。
5、端頭支架底座嚴禁下扎,以防壓住推移桿使轉載機和工作面刮板輸送機機頭推移困難,損壞設備,出現底座下扎時應墊道木進行調整。
6、密集切頂支柱采用切頂柱、擋矸柱、戧柱交替支設方式,柱距不大于 400mm,排距 500mm,每排切頂柱上方必須架設木料,穿好柱鞋,掛好防倒繩,確保擋矸嚴實。
7、切頂柱必須和工作面支架的切頂線平齊,兩端頭切頂支柱、擋矸柱垂直頂底板;戧柱迎山有力,與頂板呈 3°~7°夾角。
8、切頂柱距端頭支架、副幫空頂距離不得超過 800mm,切頂柱必須“穿鞋戴帽”,掛牢防倒繩。
9、兩端頭人行通道根據通道寬度合理支設貼幫單體護頂護幫,貼幫單體間距 0.8m,排距 1.2m,外側距端頭支架、副幫空頂距離不得超過 800mm,單體上掛鉸接頂梁,并“穿鞋戴帽”,掛牢防倒繩。
10、單體支柱初撐力不得低于 90KN。
三、工作面安全出口管理
兩超前安全出口必須暢通無阻,高度不低于 1.8m,寬度不小于 0.8m,不足時要及時擴幫落底。
四、支護材料的使用數量和存放管理
1、工作面必須存放備用支護材料,材料放置在超前 200m 范圍內,不符合使用條件的備用支護材料必須及時更換,支護材料的使用數量和存放管理情況詳見表 18。
表 表 18
支護材料使用數量和備用數量表 名稱 3.8m 單體(進/回)
1.2m 鉸接頂梁(進/回)
道木、半圓木、柱鞋(進/回)
數量 28/24 根 3/24 根 道木
28/24 根 半圓木
28/24 根 柱鞋
28/24 根 備用存放 4/4 根 1/4 根 道木
12/10 根 半圓木
12/10 根 柱鞋
12/10 根
2.管理辦法
(1)工作面嚴禁使用損壞的半圓木、鉸接頂梁、液壓單體等支護材料。
(2)液壓單體在回采結束后或使用時間超過 8 個月后,必須升井進行檢修。
第四節
礦壓觀測
一、礦壓觀測內容
1、工作面支架載荷的觀測。
2、頂板活動規律的觀測。
3、巷道變形的觀測。
4、工作面支護質量的監測。
418 工作面的礦壓監測內容主要有:支架工作阻力監測、兩巷超前支護范圍內超前支架的工作阻力監測、兩順槽頂板離層監測以及頂板壓力監測。根據觀測結果對工作面頂板活動規律、來壓特征,工作面支架受力特點,超前壓力影響范圍和分布特點,頂板、煤層穩定性,工作面支護質量等進行定期分析,進一步了解煤、巖體力學參數等基礎數據。
回采期間嚴格按照《綜采二隊支護質量和頂板動態監測、分析、處理制度》對工作面礦壓進行記錄、分析。
二、礦壓觀測方法及工具 (一)測點布置
1、工作面支架阻力監測使用每臺支架安裝的機械壓力表和自帶壓力傳感器及配套監控設施進行支架壓力監測,每次隨機抽查 10 架進行記錄。
2、在膠帶巷、回風巷、輔運巷每 100m 安設一個 GUW300W 型頂板位移傳感器,每 100m 安設一個 GMY400W 型錨桿應力傳感器,頂板位移傳感器與錨桿應力傳感器交錯布置。
(二)觀測方法 1、工作面礦壓觀測(1)動態監測:生產期間,418 工作面礦壓監測采用支架自帶壓力監測系統,監控平臺采用配套的監控軟件,可以從監控中心顯示屏上直接觀察每架支架的工作壓力。同時,在工作面可以直接觀察支架人機界面上的壓力讀數來判斷每架支架工作阻力情況。另外當班驗收員每班至少檢查一次機械壓力表數據,對頂板壓力進行現場...
第二篇:綜采工作面縮面規程
3302綜放工作面縮面安全技術措施
一、說明:
3302綜放工作面回采至218m后,因回采需要必須將工作面的綜采設備縮短,并將工作面1#-41#支架撤走。為了保證施工的安全,根據《煤礦安全規程》及《煤礦安全技術操作規程》等的有關規定,特編制本施工安全技術措施。
二、撤除的主要設備
1、排頭支架 :ZFG4200/16/26 2架
2、中間支架
:ZF4200/16/26 39架
3、前部運輸機 :SGZ630/264 51米
4、后部運輸機 :SGZ630/264 51米
5、前、后部運輸機刮板鏈: 204米 6、3302外下膠帶順槽刮板運輸機:SGB620/40T 15米 7、3302外下膠帶順槽聯絡巷皮帶運輸機:SSJ-1000/2×55kW 60米
三、安裝的主要設備
1、前部運輸機機尾、過渡槽各1節;抬高槽2節
2、后部運輸機機尾、過渡槽、抬高槽各1節
3、重新敷設前后部運輸機、破碎機、轉載機、采煤機電纜并接電試運轉,并重新吊掛整理電纜。
四、施工順序
因工作面接續緊張,急需具備生產條件,各工序相互穿插緊湊,故將施工順序畫圖表示。具體見附圖一所示。
五、撤除前準備工作
1、撤除前,由礦領導組織相關單位負責人查看現場,確定施工方法,落實各項
準備工作。
2、必須嚴格按《3302工作面縮面造條件措施》中的要求,認真全面檢查工作面上的工程質量,特別是頂板的支護及管理情況,設備的完好,菱形網、鋼絲繩的鋪設,面前錨桿及金屬網的鋪設,端頭(面口)支護等,不符合要求的立即進行整改。
3、工作面出口20m范圍內必須加強支護,每條頂梁不得少于一棵支柱,廢舊料、浮煤矸等雜物必須清掃干凈,面口凈高不低于2.6m。
4、在工作面膠帶順槽縮面出口處以外75m處,安裝液壓起吊架,該處凈高3.3m,并且順平底板。
5、施工運輸使用的各部絞車嚴格按施工需要布置好。在工作面43#前部中間槽前方安裝28T絞車一部,在膠帶順槽335m處安裝14T、28T絞車各一部,膠帶順槽聯絡巷外口人行路側安裝14T絞車一部,絞車繩、閘、按鈕、滑頭、穩固絞車的裝置必須達到完好標準。具體位置如附圖二所示。
6、沿途軌道、道岔、接頭、拐彎處、地滑、阻車器、擋車棍等安全設施必須進行嚴格檢查,不合格的及時安排調整。所有障礙物必須清理干凈以防影響運輸。
7、絞車安裝:
①各部絞車在起吊過程中,嚴禁直接用支護材料作起吊懸掛點,需重新打設3顆以上φ18×2000mm的錨桿組作為起吊點。
②14T絞車的固定為:用6棵φ18×2000mm的螺紋錨桿固定,每棵錨桿用不少于2支錨固劑,錨桿進入底板硬巖不小于1600mm,再用壓板和雙錨桿帽壓緊。
③28T絞車的固定為:用8棵φ18×2000mm的螺紋錨桿固定,每棵錨桿用不少于2支錨固劑,錨桿進入底板硬巖不小于1600mm,再用壓板和雙錨桿帽壓緊。
8、運輸路線:3302工作面撤除的液壓支架等拖出后裝車轉到-500支架檢修硐室;運輸路線為:3302膠帶順槽→3302第二聯絡巷→3302軌道順槽→3302軌道順
槽聯絡巷→330軌道下山頂盤→南翼軌道暗斜井→南翼軌道暗斜井頂車場→-386水平軌道大巷→東翼軌道暗斜井→-500水平軌道大巷→-500檢修硐室;前、后部溜槽裝車后上井,運輸路線為:3302膠帶順槽→3302第二聯絡巷→3302軌道順槽→3302軌道順槽聯絡巷→330軌道下山頂盤→南翼軌道暗斜井→南翼軌道暗斜井頂車場→-386水平軌道大巷→副井→地面。
9、支架的推移千斤頂必須收縮到位并用雙股8#鐵絲將推桿拴在支架的過橋上,嚴禁拴在高壓膠管上。
10、面上自降的支架應及時處理好并且用單體支柱頂住自降處,要拴牢柱子。失效的、蹦口的、變形的柱子必須整改好。
11、面前貼幫單體支柱嚴格按間距1.5米/棵,超過1.5米/棵的全部整改重打,當向外拉支架時,隨時撤除。
12、撤除前三天,把所有工具準備好,各種規格的葫蘆、千斤頂、鋼絲繩套、馬蹬,并將所使用的絞車調試好。
13、所需要撤除的部位的螺栓,提前注油、除銹、松動,各項準備工作就緒后,并且具備施工條件時方可施工。
六、前后部刮板運輸機的撤除
1、首先將40#-44#支架前部運輸機槽撤出并在43#支架前安裝28T絞車。
2、首先利用工作面的28T絞車及膠帶順槽的28T絞車運到工作面膠帶順槽起吊點,由準備隊負責起吊裝車。
3、將前后部運輸機刮板鏈斷開,用工作面的28T絞車及膠帶順槽28T將前部運輸機刮板鏈102m運到膠帶順槽起吊點,由準備隊負責起吊裝車。
3、利用工作面的JM-28絞車將1#-39#支架前部運輸機溜槽每6節為一整體拖出至縮面出口聯絡巷起吊點,由準備隊負責起吊裝車。
4、利用工作面JM-28絞車將后部運輸機溜槽每6節為一整體拖出至縮面出口聯絡巷起吊點,由準備隊負責起吊裝車。
5、用切眼28T絞車將前部運輸機機尾、過渡槽、抬高槽減速機、電機拖運到切眼28T絞車上方存放。用28T絞車和葫蘆將后部運輸機機尾、過渡槽、抬高槽及后部運輸機電機、減速機運至支架后部。利用葫蘆及單體支柱配合對接后部運輸機并接好刮板鏈,調整好鏈子張緊度。
6、各部小件、螺栓、啞鈴等必須歸類分別裝袋,嚴禁丟失,并搞好“四清”,為撤除支架作好準備。
七、液壓支架的撤除
(一)撤除前的準備工作:
1、待工作面前、后部運輸機全部撤除后,及時清理干凈工作面內的浮煤雜物,將供液回路液壓泵站接到1#支架上。、工作面28T絞車安設一套移動信號,并用白漆標注好,信號設在支架的架間,撤除支架時由專人打信號,專人開絞車。
3、將1#、2#支架抽出并在原1#、2#支架位置打設木垛。
(二)支架的撤除方法:
1、掩護架的調整:
⑴調整煤幫側的掩護架:將綜采隊抽出的3#架調整到煤幫側合適位置并升起保證初撐力不小于24MPa。
(2)老塘側及中間掩護支架的調整:
①4#、5#架前支設一抬棚,采用一梁二柱,用單體液壓支柱升緊升牢。將5#架的前梁收回。降5#液壓支架立柱并外抽調向,并在其原來的位置支單體支柱,托住4#架上面的工字鋼。將5#支架調向與工作面方向一致,在此位置升起支柱,達到支
護、控制頂板的要求。向前拉4#架,使其前梁托住4#架上的抬棚。
①調整4#架使其梁與3#架相齊,再用調架絞車和單體支柱相互配合,將4#架調至老塘側,作為老塘側的掩護架。
②調架絞車掛回頭輪將5#架往回拖,退至3#至4#架之間,作為中間掩護架。至此三個掩護架的調整工作全部結束,無論是撤架、調架、移架、退架,都必須堅持先支后回的原則,嚴禁強拉硬拖,對于影響調架的點柱應及時替換補打。
2、中間支架的撤除:
⑴操作方法:先用單體柱子支撐煤幫側掩護架的前梁,拔出前梁千斤頂連接銷子,待收起護幫后放倒單體支柱,此時人員不得站在前梁下,放柱子時施工人員要看好后退路,前梁借助鉸接銷子吊掛在頂梁上,然后在煤幫掩護架上用錨鏈固定好重型滑輪(10t),將調架絞車的鉤頭通過滑輪,掛在撤支架的推移桿上,或將絞車鋼絲繩鉤頭拴在底座箱的后側上,降液壓支架立柱,往前拖移至后立柱超出下組支架的前立柱為止,再升起支架把鉤頭取下拴在支架過橋上,再降液壓支架立柱至最低高度,用絞車拖離原位置。
⑵支架撤走后,應立即在其位置支設兩走向抬棚,一梁二柱,用單體支柱升緊棚梁的兩端,以利掩護架的拉移。
⑶三個掩護支架的拉移:原則上要先拉老塘側的掩護架,再拉中間掩護架,最后拉煤幫側的掩護架。在拉移掩護架之前,其梁上的棚梁要用單體支柱打上點柱,以保證降、移掩護架時頂板不下沉,防止壓死掩護梁。
三個掩護架的相對位置必須保證如下尺寸:煤幫側掩護架離煤幫有300±100mm的距離。煤幫掩護架與中間掩護架的間距應有300±100mm的距離,以防咬架,中間掩護架與老塘掩護架的間距應有300±100mm的距離,各掩護架與被撤支架之間的相對位置以不咬架不空頂為宜,應控制在100-200mm之間的范圍。
3、最后四架的撤除:
工作面剩余四個支架(即39#架和三個掩護架)便進入封閉時期,回撤前必須加強其周圍及面口的頂板維護,確保無問題時方可施工。為安全回撤采取如下回撤順序:先撤中間掩護架,再撤采空區側掩護架,最后撤煤幫側掩護架。在點柱的配合支護下將端頭過渡架分步拉出為止。具體方法如下:
(1)撤除中間的掩護架,直接將中間架降到最底位置,用絞車將其撤走。(2)撤除老塘側掩護架:
1)首先將老塘側掩護架的全部單體支柱用木柱替出,并足頂打實打牢,將老塘側掩護架降下,用絞車將其撤走。
2)在老塘側用木料打上一個木垛,作為支護該處的木支架,因為頂板壓力此時為最大,以防止頂板下沉后冒落。
(3)撤除煤幫掩護架:
1)將其掩護架的兩側支護好,降煤幫掩護架用絞車將其撤走。
2)如果門口處壓力較大時,可在煤幫掩護架的位置上再打上一個木垛,以加強頂板支護。
(4)撤除39#架:
1)在撤除此架時,應檢查其周圍頂板的支護情況是否可靠,必要時應及時維護。2)此架的撤除應采取間斷式的外移方法,即每向外移1米,便停止遷移,然后升起支架足頂,將其前方的單體支柱及時撤回并在支架的后部重新支設,然后再降架向外撤除支架,如此循環將支架安全撤除。此架移到正巷后,加強其周圍的頂板管理,防止意外事故的發生。
4、液壓支架的裝車:起吊架要用16棵錨索固定,每次起吊前仔細檢查,確保完好后方可起吊。撤除的支架用工作面28T絞車和起吊點處28T絞車拖到裝車地點
裝車,把吊鉤掛在支架的底座箱的起吊孔上,讓支架慢慢升起450mm后停止起吊,起吊時起吊架下及周圍不得有人。再推入車盤,位置合適后把支架慢慢放在車盤上,對準車盤與支架的封車孔,用4個M30×90mm螺栓將支架與車盤固定好,并固定好各活動部件,再松開起吊大鉤子,連上絞車,將支架車外運。
八、工作面恢復生產
1、待工作面設備撤出前,將工作面采煤機及前后部運輸機電纜重新敷設好。將后部運輸機對接好并試好車。
2、待工作面設備撤出后,將28T絞車撤出并對接前部運輸機頭并試好車。
3、將端頭支架向后牽移到位,將端頭支架調偏油缸連接好并升緊,保證初撐力不小于24MPa。
4、將轉載機及自移式皮帶機尾由開寬處調出,利用端頭支架推移油缸及圓環鏈將轉載機及皮帶機尾后牽至合適位置并恢復順槽皮帶。
5、恢復膠帶順槽內超前支護并將膠帶順槽內雜料清理干凈。
6、將轉載機、破碎機接火試車。順槽皮帶試車并調偏,保證順槽皮帶運轉正常。
7、工作面設備聯合試運轉。
九、安全技術措施
(一)通用部分
1、所有工作人員必須牢固樹立安全第一的思想,嚴格執行各項安全規章制度和安全指令,嚴禁違章指揮、違章作業、違反勞動紀律,搞好自主保安、相互保安,發現不安全因素及隱患,必須立即處理或匯報區隊,堅決做到不安全不生產。
2、下井前要休息好,下井時配戴好礦燈、自救器、安全帽、穿礦用膠鞋。嚴禁酒后下井,嚴禁帶煙草及易燃物品下井,嚴禁穿化纖衣服下井。
3、上、下罐籠、人車、架空乘人裝置要聽從把鉤人員的指揮,不許擁擠打鬧。
下井要精力集中,注意安全,不準打盹睡覺,不準打架斗毆。
4、在開工前,班組長必須對工作面的安全情況進行一次全面檢查,確認無危險時,方準工作人員進入工作面。
5、每個工作人員必須嚴格執行敲幫問頂和先支后回制度,嚴禁空頂作業,嚴防折幫傷人。應經常檢查工作地點的頂板、煤壁、支護情況,發現隱患立即處理,隱患未排除前,班長不得離開現場。
6、切眼損壞的、空缺的柱子必須補修好,支護用的木柱及單體柱子必須拴好防倒繩,專人檢查幫壁活動情況,裂開而未掉下來的用長柄工具敲掉,液壓支架護幫板沒升緊的及時升緊。改支單體支柱必須執行“先支后回”的原則。
7、當工作面因故停風時,所有工作人員要立即停止工作,由班長組織沿最短的路線迅速撤到新鮮風流中,然后清點人數,并匯報調度室,經瓦斯檢查員現場檢查后,施工現場各種氣體濃度符合規定時,方可入內。
8、若工作面壓力增大,有冒頂垮面預兆時,要將人員撤到安全地點,并匯報調度室,待壓力穩定后,由外向里維護好后,再繼續工作。
9、人力拖放電纜時,應有專人統一指揮、叫應一致。拐彎處人員應處在拐彎半徑以外。
10、在工作面切眼內轉運、安裝設備時,碰倒的單體支柱必須及時恢復,并用麻繩重新拴好。
11、所有施工人員必須學習本措施并簽字后,方可參加施工。
(二)起吊安全
1、了解并掌握好起吊物的重量、幾何形狀、性能,選擇好符合要求的起吊工具及裝置。
2、進行起吊及搬運作業時必須設專人統一指揮,并認真檢查吊掛、捆綁是否有
問題,否則先處理好后再施工。
3、起吊工具和繩索每次使用前使用人員必須認真檢查,不合格的嚴禁使用,起吊工具、索具的安全系數不得小于6.5倍。起吊時將起吊繩逐漸漲緊,使物體微離支撐體100mm左右進行試吊1分鐘,試吊確認可靠后再正式起吊,卸吊運物時底下要墊好襯物,放置平穩,否則不得撤除索具。
4、不準把設備的外凸處作為吊掛繩之用,以防滑掉出現事故。不能自保的葫蘆不得使用,吊掛的葫蘆必須牢固可靠,起吊時下方不得有人,不準人員通行,更不準在此停留,使用連接環必須上好相應的螺栓,并上滿帽。
5、設備應捆綁穩定,找好起吊重心,起吊后不得搖動、轉動、傾斜。起吊重物時,嚴禁直接用頂幫支護錨桿或錨索梁直接起吊,必須重新打設4棵以上的錨桿組,作為起吊點,拴好φ18mm以上的鋼絲繩套,然后用葫蘆起吊。
6、起吊前認真檢查其周圍5米范圍內的頂板安全情況,頂板有離層及支護不安全的地點不得進行起吊作業,必須處理好危險因素才能施工。
7、操作人員必須閃開設備要運動或有運動趨勢的方向,禁止“超載起吊”。不得斜向起吊,人員不得隨同起吊設備升降。
8、起吊過程中不得中間停止作業,指揮人員、操作人員不得隨意離開崗位。如有特殊情況,必須在起吊物下墊牢。起吊時必須統一起吊信號并協調一致。
(三)機電安全
1、井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前,必須切斷電源,檢查瓦斯,在其巷道風流中瓦斯濃度低于1.0%時,再用與電源電壓等級相適應的驗電筆檢查;檢驗無電后,方可進行導體對地放電。所有開關的閉鎖裝置必須能可靠地防止擅自送電,防止擅自開蓋操作,開關把手在切斷電源時必須閉鎖,并懸掛“有人工作,不準送電”字樣的警示牌,只有執行這項工作的人員才有權取下
此牌送電。
2、操作井下電氣設備應遵守下列規定:
①非專職人員不得擅自操作電氣設備,電工必須佩帶瓦檢儀,持證上崗。②手持式電氣設備操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好絕緣。③容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加裝護罩或遮欄等防護設施。
④電氣設備不應超過額定值運行,防爆電氣設備入井前,應檢查其“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標志”及安全性能;檢查合格并簽發合格證后,方準入井。
⑤配電點的位置和空間必須能滿足設備檢修和巷道運輸、礦車通過及其他設備安裝的要求,并用不燃性材料支護。
3、井下電纜的選用應遵守下列規定:
①電纜敷設地點的水平差不能超過規定的電纜允許水平差。
②電纜應帶有供保護接地用的足夠截面的導體。電纜主線芯的截面應滿足供電線路負荷的要求。
③敷設電纜(與手持式或移動式設備連接的電纜除外)應遵守下列規定:電纜吊掛必須用電纜鉤;巷道中懸掛的電纜應有適當的弛度(1/100),并能在意外受力時自由墜落。其懸掛高度應保證電纜在礦車掉道時不受撞擊,在電纜墜落時不落在軌道或輸送機上;電纜鉤的懸掛間距不得超過1.5m;電纜不應懸掛在風管或水管上,不得遭受淋水;電纜上嚴禁懸掛任何物件;電纜與供風管、供水管在巷道同一側敷設時,必須敷設在管子上方,并保持0.3m以上的距離。
④電纜的連接應符合下列要求:
電纜與電氣設備的連接,其芯線必須使用齒形壓線板(卡爪)或線鼻子與電氣
設備進行連接,嚴禁直接連接。
不同型號電纜之間必須經過符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接。同型號橡套電纜之間的連接必須修補連接(包括絕緣、護套已損壞的橡套電纜的修補)必須采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效能的冷補。在地面修補的橡套電纜必須經浸水耐壓試驗,合格后方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。
4、三臺以上的電氣設備必須設置局部接地極,可設置在巷道水溝內或其它就近的潮濕處。設置在水溝內的局部接地極應用面積不小于0.6m2、厚度不小于3mm的鋼板或具有同等有效面積的鋼管制成,并平放于水溝深處。設置在其它地點的局部接地極,可用直徑不小于35mm、長度不小于1.5m的鋼管制成,管上應至少鉆有20個直徑不小于5mm的透孔,并垂直全部埋入底板;也可用直徑不小于22mm、長度為1m的2根鋼管制成,每根鋼管上應鉆10個直徑不小于5mm的透孔,兩根鋼管相距不得小于5m,并聯后垂直埋入底板,垂直埋深不得小于0.75m。
5、井下防爆電氣設備的運行、維護和修理,必須符合防爆性能的各項技術要求。防爆性能遭受破壞的電氣設備,必須立即處理或更換,嚴禁繼續使用。
6、各操作信號都必須使用防爆按鈕,嚴禁明電操作。電氣設備與軌道之間的安全間隙不得小于0.7m。井下照明和信號裝置,應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。不得使用明火明電照明。
7、存在下列問題的電氣設備及小電不得下井使用: ⑴防爆結合面銹蝕、劃痕超過規定。
⑵絕緣座破裂導致接線柱松動,接線柱變形或螺紋滑扣。⑶喇叭口不配套或斷裂、缺損。
⑷開關本體與外殼不配套,轉蓋與外殼不配套、缺把手或轉動不靈活,開關內
腔上方導電螺栓與接線鼻連接不牢。
⑸開關的機械閉鎖失效。
⑹開關內缺電源隔離罩、電源危險牌、防塵罩。⑺開關底托架斷裂或固定不牢。
⑻沒有經過電氣設備防爆檢查員檢查出具的防爆合格證;或有合格證但檢驗期超過6個月。
⑼電機風翅處的護罩與電機外殼固定不牢。
⑽機械部分的主要連接部件或受沖擊載荷容易松動部位的螺母應使用防松螺母(備帽)或其它防松裝置。電氣部分緊固用的螺栓、螺母應有防松裝置。
⑾同一部件的緊固件(包括平墊、彈簧墊)規格型號不一致。
⑿螺母擰緊后,螺栓螺紋應露出螺母1—3個螺距,不得在螺母下面加多余的墊圈或螺母來減少螺栓的伸出長度。
8、電氣設備的隔爆外殼應清潔、完整無損并有清晰的防爆標志。有下列情況者為失爆:
⑴外殼有裂紋、開焊、變形長度超過50mm,同時凹凸深度超過5mm。⑵防爆殼內外有銹皮脫落。
⑶閉鎖裝置不全、變形損壞起不到機械閉鎖作用。
⑷隔爆室(腔)的觀察窗(孔)的透明板松動、破裂或使用普通玻璃。⑸防爆電機接線盒缺內隔爆絕緣座。
⑹改變隔爆外殼原設計安裝形狀,造成電氣間隙或爬電距離不符合規定。⑺電纜引入裝置接線嘴不齊全緊固,密封不良好。⑻電氣設備沒有使用電機綜合保護裝置。
⑼風電閉鎖等安全保護裝置自動停電時,必須匯報調度室待查明原因,確認無
誤后,再人工送電。
(四)運輸安全
1、必須配備技術熟練的絞車司機,并且絞車司機、把鉤工、信號工均應持證上崗。絞車開動后,所有人員必須躲到安全地點,各有關路口專人站崗把好關,堅決執行“行車不行人、不作業,行人不行車”的規定。
2、運輸中沿途不得有人(跟車人員必須在支架的上山方向躲避洞內觀察運輸安全情況)。
3、運輸前認真檢查連車情況、保安繩使用情況、設備裝車情況,有問題要先處理好。
4、各部運輸絞車滑頭必需插制并使用護繩環,繩徑不得小于附表計算值,并使用相應繩徑的保安繩,各擋車安全設施不得超前打開或滯后恢復,連車裝置必須安全可靠。
5、各部絞車母繩不得少于3圈,鋼絲繩卡繩裝置必須緊固牢固可靠,且不能有銹蝕現象。
6、平巷或坡度起伏不平的巷道,更換滑頭時必須掩牢車。
7、絞車司機不得脫離工作崗位,絞車司機及信號工要嚴格執行《崗位責任制》和《技術操作規程》的規定,所有信號必須進躲避洞或絞車窩內,信號工要仔細檢查繩道、繩夾角及鋼絲繩可能波及到的范圍內不得有人,方可發出開車信號,絞車司機開車前也必須確認繩道3米范圍內、鋼絲繩受力夾角內無人方可開車。
8、交接班或其他空閑時間,空載車一律松到頂、底盤車場,并停電上好閉鎖,嚴禁吊掛著車干其它工作。吊車卸料時人員不準站到車上。停車后應將絞車把手處于剎車位置。嚴禁不帶電松車,嚴禁超載,超掛,蹬勾,扒車。
9、司機必須按信號操作,無信號裝置或信號模糊嚴禁開車。
10、使用絞車拖運部件時,絞車繩道及回頭滑波及范圍嚴禁有人。
11、平巷嚴禁人力推車。不得在自行滑行的坡道上停放車輛,如工作需要必須使用卡軌器。
12、處理掉道車:先檢查封車情況、載車的穩定情況,確定方案后進行處理,處理時人員嚴禁處在物體的起吊下方及物體將要運動的方向上。車輛掉道復轍時要(1)專人指揮;(2)將車盤穩住,先抬一頭上軌,后抬另一頭復位;(3)用鐵軌、撬棍復位時應注意自身及他人安全;(4)用葫蘆復位時,葫蘆懸掛點應牢固可靠,拉葫蘆的人員應保證安全距離。
13、液壓支架掉道的處理:掉道后必須專人指揮,葫蘆繩索、起吊點必須安全可靠,架子傾斜方向及有運動趨勢的方向不得有人,并在其傾斜方向使用兩棵直徑200mm以上的木戧柱,拉葫蘆鏈時不得超過2人以上同時作業。
14、絞車下松液壓支架及超過3米長的物料時每勾只能松一個車,松其它物料時,14T絞車每勾不超過2個車、28T絞車每勾不超過4個車,牽引鋼絲繩的安全系數最低為6.5倍,發現鋼絲繩有嚴重扭曲變形、斷絲、繩磨損超過繩徑10%時應立即更換。摘掛鉤時,必須等車停穩,使用好擋車棍等安全設施,嚴禁摘跑鉤。
15、嚴禁以任何形式觸及車場架空線。在有架空線的路段運輸液壓支架時,支架頂部要用1000×3000mm的絕緣膠帶鋪蓋嚴密,并將膠帶拴牢在支架上,專人觀察支架與架空線及巷道壁的間隙情況。
16、支架在車盤上要用4個M30×90mm螺栓加70×70×6mm方墊圈及M30mm的螺母固定牢固,并使支架的重心與車盤保持一致,以防支架前傾或后仰,運輸前必須檢查支架的固定螺栓,必須緊固可靠有效、無松動。兩部絞車交替運輸時,第一部絞車必須拉到規定位置,并固定牢固可靠后方可連接第二部絞車滑頭運輸。
17、液壓支架安裝采用導向輪或回頭輪輔助運輸時,應使用不小于20T的回頭滑子,回頭滑子每次使用前,必須詳細檢查滑輪銷子、輪架、輪軸等各構件中的完整情況,若滑頭連接不牢或有破損的不完好的情況下,嚴禁使用。
18、每個導向輪的固定應重新打設不少于4棵φ18×2000mm的螺紋鋼錨桿,頂板每條錨桿用2支Z2350樹脂藥卷固定,幫或底板錨桿用2支Z2850樹脂錨固劑固定,并用直徑不小于22mm的新鋼絲繩交叉拴牢,再用長于主繩200mm的φ18mm的鋼絲繩套連接滑輪與支護錨桿或錨索粱,作為保安繩。
19、絞車運輸時,嚴格執行“行人不行車、行車不行人、不作業”的制度,撤面出口及裝車點附近嚴禁有非作業人員走動,現場安全班長派專人在躲避所內站崗。
其它按《煤礦安全規程》、《煤礦安全技術操作規程》及礦上有關規定執行。所有施工人員必須學習本措施并簽字后,方可參加施工。
第三篇:1195F綜采工作面回采作業規程會審意見
1195F綜采工作面回采作業規程初審意見
初審時間:2012年6月7日 地 點:綜一隊會議室
參加人:董 凱 張 渤 牛國瑞 黃 星 屈春生 孫 鵬 趙竟超 王吉龍 張柱友 初審意見:
1、采面進入準備期間制定專項安全技術措施
1195F綜采工作面回采作業規程會審意見
會審時間:2012年6月11日 地 點:技術部會議室 會審意見:
1、工作面過斷層制定專項安全技術措施
2、工作面過老硐制定專項安全技術措施
3、排水系統必須保證排水能力
第四篇:綜采工作面試運行
綜采工作面試運行
21103綜放工作面7月26日設備已全部安裝到位。電纜敷設完成,所有設備嚴格按設計要求及機電設備完好標準安裝聯接,電氣整定值滿足要求,各項保護動作靈敏可靠。于7月26日進行設備單機、聯合試運轉。
一、試運轉試生產步驟:
1.在試運轉前,清理煤幫和機道所有雜物,嚴禁將木托板或其它雜物拉入刮板機底槽。
2.在試運轉前,區隊組織全體職工貫徹學習《21103綜放工作面作業規程》及《21103綜放工作面設備安裝措施》中有關試運轉的安全技術措施,并進行考試,合格方可入井作業。
3.由礦安裝領導小組組織人員對工作面的所有安裝設備進行驗收,全部合格后方可組織試運轉。
4.進行單機試運轉,每臺設備空轉不小于30分鐘,均沒有問題后方可進行聯合試運轉。
5.聯合試運轉:
(1)設備啟動順序為:下運皮帶→21103運輸巷皮帶→→破碎機→轉載機→前部刮板輸送機→后部刮板輸送機→采煤機。
(2)聯合空載試運轉時間不小于2小時,出現問題及時停機處理。
(3)聯合空載試運轉正常,方可試生產。
二、試運轉安全措施:
1.整個試運轉過程必須由區隊長統一指揮,各分管設備負責人及指定的設備承包人必須隨時檢查設備的運轉情況和完好狀況,并進行記錄。
2.所有工作人員必須嚴格執行《21103綜放工作面作業規程》,確保本規程在現場得到落實,做到人人熟悉規程,掌握準確,不違章指揮,不違章作業。
3.在試運轉前,清理煤幫和機道所有雜物,采煤機試運轉速度不能超過2m/min,防止損壞截齒,清理煤壁側雜物之前,要求支架護幫板打開護幫,刮板機閉鎖。
4.采煤機在合離合器之前,先將采煤機隔離手把打到閉合位置,然后由控制臺電工專人送電,啟動采煤機。
5.設備試運轉前必須檢查各部聯接是否牢靠緊固,采煤機截齒是否齊全、鋒利、牢固,滑靴是否平穩,與溜槽接觸是否正常。
6.在試運轉過程中,對設備的運行各參數及聲音、油位、油壓、溫度、各部聯接緊固程度全面檢查是否合格,當發現有異常時,立即停機檢查,查明原因,處理完故障后再啟動該設備。
7.設備試運轉完成后依次停機,停機順序:采煤機→后部刮板輸送機→前部刮板輸送機→轉載機→破碎機→21103運輸巷皮帶→下運皮帶;
第五篇:煤礦殘采工作面作業規程
曲靖市麒麟區孫家溝煤礦南翼采區910殘采工作面作業規程
編制人:孫穩清
年 月 日
一、作業地點概括
1、煤層名稱:c9煤
2、煤層厚度:1.9米
3、煤層傾角:2-10度
4、開口位置標高2000米
二、工程設計
1、巷道凈高2米 頂凈寬1.4米 底凈寬2.7米
2、支護方式采用圓木支護
3、木距中對中0.6米
4、每架坑木皮柴21根
5、選用小頭15公分以上的坑木
三、施工方式及作業方式
(一)、采用人工開挖及人力運輸。
(二)、四六班作業制
四、通風設計
1、通風方式及局部通風機的選擇:910殘采工作面選用局部通風機壓入式通風。
2、局部通風機的選擇:910運輸巷選用一臺11kw局部通風機。局部通風機:必須做到設備齊全。
A、局部通風機的位置選擇在頂板完好,支護良好的地點,必須安設在風機架上離地高度大于0.3米,但不能影響行人 運輸等工作。
B、局部通風機安設在910運輸車場中,距910運輸巷回風口大于10米。
C、局部通風機的電源由地面配電室供給,局部通風機必須實行“三專兩閉鎖”,并且各電氣裝置齊全,性能完好,靈敏可靠。供給局部通風機的風量必須大于局部通風的吸入風量,不產生循環風。
3、風筒的使用及管理
A、局部通風機配置直徑為400mm抗靜電,阻燃的膠質風筒,風筒嚴密不漏風,無反接頭;風筒要反壓邊。轉彎處必須用彎頭;風筒必須吊掛平直,逢環必掛,有洞必補。
B、風筒出風口距掘進工作面迎頭不得超過5米
五、工程質量要求
1、嚴禁出現空幫、空頂現象。
2、大小坑木必須配套、木省嚴密合縫無歪曲邁步現象。
3、嚴格控制巷道中線、中線偏差不得超過5公分。
4、柱窩必須打在實底上、柱窩深度不得小于10公分。
5、皮柴必須過江、每根皮柴必須關緊讓皮柴真正使到應使到的力。
6、坑木必須迎山靠背、梁頭水平。
六、質量及成本管理
1、煤必須隔好、不得讓夾矸混入煤中而影響媒的質量。
2、在過采空區過程中如有塊煤,必須撿出來,撿夠一車
那么將裝運到地面。
3、煤、矸石不允許裝得過滿,以防止煤 矸石在井筒
潑灑。
4、施工人員不得有意的損壞及浪費施工材料。
七、全技術措施
<一>、通風方面
1、施工人員在運煤過程中,隨時注意風筒,以免
擔劃破及撤離風筒。
2、局部通風機必須實行掛牌管理,有瓦斯員負責管理。、910運輸巷掘進工作面不得停風;因檢修 停電等原因停風時,必須撤出人員,切斷電源,設置柵欄,揭示“禁止入內”的標志。、恢復通風前,必須檢查瓦斯。只有在局部通風機及其開關附近10米以內風流中的瓦斯濃度都不超過度0.5%時,方可人工開啟局部通風機。、因檢修 停電等原因停風時,在恢復通風前必須先檢查掘進工作面巷道內的瓦斯濃度,瓦斯濃度在3%一下時,由瓦斯員及班長組織排放,達到3%以上時必須制定專門措施由礦井通風負責人組織排放。、瓦斯員必須堅守自己的工作崗位,必須嚴格執行瓦斯員崗位責任制、操作規程、瓦斯檢查“三對口”、交接班制度、巡回檢查制度和請示報告制度及有關規定,并認真填寫瓦斯檢查手冊、瓦斯檢查牌板 班報,字跡必須清晰 工整。
7、當工作面瓦斯濃度達到1%時,必須立即停止工作 撤出人員進行處理。、臨時停工時,不得停風;否則必須切斷電源,設置柵欄,揭示警標,并向調度室匯報?;謴屯L前必須先檢查巷道內的瓦斯。有調度室組織排放并制定措施。
<二>、探放水方面
1、在掘進過程中必須堅持有疑必探,先探后掘,堅持做到探30米,掘進10米,保20米的探放水原則。
2、打眼位置為沿頭前方,左右巷幫 頂上。如果打眼出水時不能拔出鉆桿,讓鉆桿起到一定的堵水作用,然后班長 安全員負責觀察鉆孔的涌水情況。如水壓力過大,涌水過大時,那么立即撤出人員,向井口調度室匯報。
3、如涌水均勻 水量不大時,班長必須安排人員清理排水溝及安排人員向出水的地點進行加強支護工作,以防止巷道在水的作用倒塌。
4、機電部門必須立即采取相應措施對老窯水進行排放工作,以防止淹井。
5、電氣設備被水威脅的必須立即斷電及采取其他措施,以防止井下漏電。
6、在防水過程中必須控制水量,水量滿足排水設備的要求,嚴禁水量大于排水設備的排水量。
7、涌水地點必須加強瓦斯檢查工作,必須保持正常供風;如其他有毒有害氣體超限時,必須加強供風,確保有毒有害氣體降到《煤礦安全規程》的規定。
8、排放水時,必須組織有經驗的人員進行排放;其次安排有經驗的人員負責觀察涌水情況,如水量過大時,必須向井口調度室匯報。并且安排崗哨,以免其他人員誤入。
<三>、過老巷、頂板破碎帶、斷層等方面
1、在過老巷的過程中,必須對老巷10米內加強支護并且隨時檢查后路支護情況發現問題及時解決。
2、過老巷、頂板破碎帶時,必須打過梁,以防止頂板垮落。
3、施工時,必須安排有經驗的人員觀察頂板,出現異情時,必須撤出人員。
4、過老巷、頂板破碎帶、斷層時,必須縮短木距,確保順利通過。
5、出現斷層涌水時,必須加強支護,采取相應的措施將斷層水進一步處理,以防止水淋濕施工人員。、如果出現冒頂 背幫時,必須等穩定后方可組織人員進行工作。其次必須架頂 背幫。、必須認真執行交接班制度 敲幫問頂制度。
<四>、其他方面
1、施工人員不得亂動礦用電氣設備及通風設施。
2、施工人員必須遵守我礦的一切規章制度。
3、防塵管路必須緊跟沿頭,每隔20米設一個三通閥門,外必須要有防塵用水及管路通暢,每班必須用水防塵2次。
4、巷道中浮煤不得超過2mm,其次必須隨時安排人員進行浮煤清理。
5、施工人員不得在井下任意開閉礦燈 敲擊礦燈。
6、礦燈必須保持電充足,不缺螺少件,確保防爆率達到100%,其次施工人員不得在井下睡覺。
<五>、避災路線
一、災害預防措施
1、預防瓦斯爆炸措施:
(1)加強通風管理,杜絕瓦斯超限。
(2)嚴格執行瓦斯巡回檢查制度,跟班人員嚴禁脫崗,瓦斯檢查記錄必須真實有效。
(3)搞好通風防止瓦斯積聚,及時處理積聚瓦斯,防止電器失爆,產生電火花引爆瓦斯。
(4)杜絕明火下井,關鍵是要執行嚴格檢身制度和嚴禁穿化纖衣服。
(5)嚴禁井下明火打點,帶電搬遷或作業,回風井50m以內杜絕任何火源。
(6)嚴禁在井下電焊、氣焊、噴燈等工作,不準用燈泡取暖。
2、礦塵災害防治:
(1)盡量減少浮游礦塵的產生,工作面噴霧灑水,將礦塵消滅在塵源地點。
(2)合理分風用足夠的風量加以稀釋,防止礦塵飛揚進入風流中。
(3)加強個體防護,每個員工都使用防護口罩,每班如此。
二、火災、瓦斯煤塵爆炸避災路線
910工作面--910運輸巷--2000水平車場--2000水平井底車場--人行斜井--地面
三、水災避災路線
910工作面--910運輸巷--2000水平車場--2000水平井底車場--人行斜井--地面