矿井通风安全情况

1、.：.；矿井通风平安情况、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发号文“关于吕梁市年度万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，永宁煤业号煤层绝对瓦斯涌出量为.m/min，相对瓦斯涌出量为.m/t；二氧化碳绝对涌出量为.m/min，二氧化碳相对涌出量为.m/t，为低瓦斯矿井。年月，永宁煤业委托山西省煤炭工业局综合测试中心对该矿矿井瓦斯涌出量进展预测，瓦斯涌出量预测如下表：表- 矿井瓦斯涌出量预测结果表 消费时期日产量(t/d)瓦斯涌出量消费采区(m/t)已采采区系数合 计 (m/t)(m/min)初期.中期.后期.根据预测结果，矿井属于低瓦斯矿井。、煤尘爆炸性据山西煤矿矿用平安产品

2、检验中心煤样检验报告：号煤层火焰长度mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量，煤尘有爆炸性；综上所述，井田内号煤层煤尘均有爆炸性危险性，因此，在今后开辟、消费中应留意洒水防尘，定期清理巷道壁浮尘，以杜绝煤尘爆炸事故的发生。、煤的自燃倾向据山西煤矿矿用平安产品检验中心煤样检验报告：号煤层吸氧量/g，属级自燃煤层。、地温据该矿多年的开采记录和井下调查，未发现地温、地压异常景象，本井田属地温、地压正常区。. 矿井通风. 通风方式及通风系统、通风方式根据开辟部署，矿井采用中央分列式通风方式。主扇的任务方式采用抽出式。、通风系统号煤通风系统如下：新颖风流主斜井(副立井)号煤轨道大巷(运输大巷)任务面运输顺槽回采任

3、务面回风顺槽号煤回风大巷集中回风巷回风立井地面。. 井筒数目、位置、效力范围及效力时间由于本矿井井田面积较小，煤层比较薄，矿井达产时为一井两面，井筒数目为个，其中主斜井、副立井进风，回风立井为公用回风井。三个井筒效力于全矿井，效力年限.a。. 掘进通风及硐室通风到达设计产量时，号煤层配备一个炮掘面和一个综掘面，为独立通风。掘进任务面通风采用局扇，压入式通风，双巷掘进时局扇型号为FBD./.，功率为kW。井下硐室除爆破资料发放硐室、采区变电所、消防资料库采用独立通风外，其他均采用新风并联或分散通风。. 矿井风量、通风阻力及等积孔计算根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的永宁煤业矿井瓦斯涌出量预测

4、报告，对该矿矿井瓦斯涌出量进展预测，瓦斯涌出量预测如表-、-。表- 各采区回采任务面瓦斯涌出预测结果表 开采时期煤层采区瓦斯含量m/t日产量t瓦斯涌出量开采层m/t临近层m/t合计相对涌出量m/t绝对涌出量初期号一采区.号二采区.中期号二采区.号二采区.后期号一采区.表- 消费采区瓦斯涌出量预测结果 消费时期日产量(t/d)煤层采区瓦斯涌出量回采(m/t)产量t掘进(m/min)采空区系数合 计(m/t)(m/min)初期号.号.中期号.号.后期号.一、风量计算矿井消费分为三个时期，分别为投产初期号煤消费.Mt/a，号煤消费.Mt/a；消费中期号号煤消费.Mt/a，号煤消费.Mt/a；消费后期

5、号煤消费.Mt/a。瓦斯预测也是根据各个消费时期个煤层的产量进展的预测，因此风量需求根据不同时期分别计算。根据，矿井需求的风量按以下要求分别计算，并选取其中的最大值：、按井下同时任务的最多人数所需风量计算QkjNK.(m/min).m/s式中：每人每分钟供风规范m/min，人；N井下同时任务的最多人数，人(交接班)；K矿井通风系数，取.。、按采煤任务面、掘进任务面、硐室及其它地点实践需求风量的总和进展计算 Q(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通式中：Q采采煤任务面实践需求风量的总和；Q备备用任务面实践需求风量的总和，取.Q采；Q掘掘进任务面实践需求风量的总和；Q硐硐室实践需求风量的总和；Q

6、其它其它井巷需求进展通风的风量总和；K矿通矿井通风系数，取.。()号煤层采煤任务面实践需求风量的计算按照任务面的气候条件确定需求风量，其计算公式为：Q采Q根本K采高K采面长K温 式中：Q采号煤采煤任务面需求风量，m/min；Q根本不同采煤方式任务面所需的根本风量，m/min；Q根本任务面平均控顶距任务面实践采高%适宜风速，不小于.m/s =.%.=.m/ min =. m/ sK采高回采任务面采高调整系数，取.；K采面长回采任务面长度调整系数，取.；K温回采任务面温度与对应风速调整系数，取.；Q采.=. m/min按瓦斯涌出量计算Q采=q采Kc=.=.m/min=.m/s式中：q采号煤采煤任务

7、面绝对瓦斯涌出量，根据预测取.m/min； Kc采煤任务面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取.。按回采任务面温度计算：Q采=VcScKi式中 Vc与计算任务面的温度相对应的风速，取.m/s；Sc任务面的平均断面积，为.m；Ki任务面长度系数，取.Q采=.=.mmin=.ms按人数计算Q采=N式中 N采煤任务面内同时任务的最多人数，为人；Q采=mmin=.ms经计算，按回采任务面温度计算的风量最大，故回采任务面风量取最大值：Q采=.m/s。号煤备用任务面的风量取回采任务面风量的一半，那么Q备=.m/s。按风速进展验算采用最低风速验算：Q采S采大=.=.mmin采用最高风速验算：Q采S采小=.=.

8、mmin满足风速要求。()号煤层掘进任务面实践需求风量的计算按瓦斯涌出量计算：Q掘q掘kd式中：q掘掘进任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取.m/min；kd掘进任务面瓦斯涌出不平衡系数，取Kj.；Q掘q掘Kj.m/min.m/s按人数计算Q掘N式中：N掘进任务面内同时任务的最多人数，人。Q掘m/min. m/s每个掘进任务面配备一台FBD./.型部分扇风机，其风量-m/min，本设计取m/min。为保证部分扇风机吸入口至掘进任务面回风道口之间的最低风速为.m/s，断面最大的掘进任务面配风量按下式计算：Q掘Q局I+.S掘式中：Q局部分通风机吸风量，m/min； I 部分通风机的台数，I；S掘掘进任

9、务面巷道过风断面，平均S掘.m。Q掘=+.=.m/min=.ms经计算，按局扇的实践吸风量计算的风量最大，故号煤掘进任务面风量取最大值：Q掘=.ms本次号煤设计掘进任务面个，每个任务面配风量.m/s。那么：Q掘.m/s；思索到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原那么，号煤思索一个接替掘进任务面，Q备掘=.m/s按风速进展验算采用最低风速验算：QcmS掘大.m/min.m/s采用最高风速验算：QcmS掘小.m/min.m/s满足风速要求。()号煤层采煤任务面实践需求风量的计算按照任务面的气候条件确定需求风量，其计算公式为：Q采Q根本K采高K采面长K温 式中：Q采号煤采煤任务面需求风量，m/min

10、；Q根本不同采煤方式任务面所需的根本风量，m/min；Q根本任务面平均控顶距任务面实践采高%适宜风速，不小于.m/s =.%.=.m/ min =. m/ sK采高回采任务面采高调整系数，取.；K采面长回采任务面长度调整系数，取.；K温回采任务面温度与对应风速调整系数，取.；Q采.=. m/min按瓦斯涌出量计算Q采=q采Kc=.=.m/min=.m/s式中：q采号煤采煤任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取.m/min； Kc采煤任务面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取.。按回采任务面温度计算：Q采=VcScKi式中 Vc与计算任务面的温度相对应的风速，取.m/s；Sc任务面的平均断面积，为.m；

11、Ki任务面长度系数，取.Q采=.=.mmin=.ms按人数计算Q采=N式中 N采煤任务面内同时任务的最多人数，为人；Q采=mmin=.ms经计算，按回采任务面温度计算的风量最大，故回采任务面风量取最大值：Q采=.m/s。号煤备用任务面的风量取回采任务面风量的一半，那么Q备=.m/s。按风速进展验算采用最低风速验算：Q采S采大=.=.mmin采用最高风速验算：Q采S采小=.=.mmin满足风速要求。()号煤层掘进任务面实践需求风量的计算按瓦斯涌出量计算：Q掘q掘kd式中：q掘号煤掘进任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取.m/min；kd掘进任务面瓦斯涌出不平衡系数，取Kj.；Q掘q掘Kj.m/min

12、.m/s按人数计算Q掘N式中：N掘进任务面内同时任务的最多人数，人。Q掘m/min. m/s每个掘进任务面配备一台FBD./.型部分扇风机，其风量-m/min，本设计取m/min。为保证部分扇风机吸入口至掘进任务面回风道口之间的最低风速为.m/s，断面最大的掘进任务面配风量按下式计算：Q掘Q局I+.S掘式中：Q局部分通风机吸风量，m/min； I 部分通风机的台数，I；S掘掘进任务面巷道过风断面，平均S掘.m。Q掘=+.=.m/min=.ms经计算，按局扇的实践吸风量计算的风量最大，故号煤掘进任务面风量取最大值：Q掘=.ms本次号煤设计掘进任务面个，每个任务面配风量.m/s。那么：Q掘.m/s

13、。思索到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原那么，号煤思索一个接替掘进任务面，Q备掘=.m/s按风速进展验算采用最低风速验算：QcmS掘大.m/min.m/s采用最高风速验算：QcmS掘小.m/min.m/s满足风速要求。()号煤层采煤任务面实践需求风量的计算按照任务面的气候条件确定需求风量，其计算公式为：Q采Q根本K采高K采面长K温 式中：Q采号煤采煤任务面需求风量，m/min；Q根本不同采煤方式任务面所需的根本风量，m/min；Q根本任务面平均控顶距任务面实践采高%适宜风速，不小于.m/s =.%.=.m/ min =. m/ sK采高回采任务面采高调整系数，取.；K采面长回采任务面长度调

14、整系数，取.；K温回采任务面温度与对应风速调整系数，取.；Q采.=. m/min按瓦斯涌出量计算Q采=q采Kc=.=.m/min=.m/s式中：q采号煤采煤任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取.m/min； Kc采煤任务面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，取.。按回采任务面温度计算：Q采=VcScKi式中 Vc与计算任务面的温度相对应的风速，取.m/s；Sc任务面的平均断面积，为.m；Ki任务面长度系数，取.Q采=.=.mmin=.ms按人数计算Q采=N式中 N采煤任务面内同时任务的最多人数，为人；Q采=mmin=.ms经计算，按回采任务面温度计算的风量最大，故回采任务面风量取最大值：Q采=.m/s

15、。号煤备用任务面的风量取回采任务面风量的一半，那么Q备=.m/s。按风速进展验算采用最低风速验算：Q采S采大=.=.mmin采用最高风速验算：Q采S采小=.=.mmin满足风速要求。()号煤层掘进任务面实践需求风量的计算按瓦斯涌出量计算：Q掘q掘kd式中：q掘掘进任务面绝对瓦斯涌出量，根据预测取.m/min；kd掘进任务面瓦斯涌出不平衡系数，取Kj.；Q掘q掘Kj.m/min.m/s按人数计算Q掘N式中：N掘进任务面内同时任务的最多人数，人。Q掘m/min. m/s每个掘进任务面配备一台FBD./.型部分扇风机，其风量-m/min，本设计取m/min。为保证部分扇风机吸入口至掘进任务面回风道口

16、之间的最低风速为.m/s，断面最大的掘进任务面配风量按下式计算：Q掘Q局I+.S掘式中：Q局部分通风机吸风量，m/min； I 部分通风机的台数，I；S掘掘进任务面巷道过风断面，平均S掘m。Q掘=+.=m/min=.ms经计算，按局扇的实践吸风量计算的风量最大，故号煤掘进任务面风量取最大值：Q掘=.ms本次号煤设计掘进任务面个，每个任务面配风量.m/s。那么：Q掘.m/s；思索到矿井采掘接替时掘进巷道停掘不停风的原那么，号煤思索一个接替掘进任务面，Q备掘=.m/s按风速进展验算采用最低风速验算：QcmS掘大m/min.m/s采用最高风速验算：QcmS掘小m/minm/s满足风速要求。() 硐室

17、需求风量号煤层独立通风硐室个，采区变电所配风量 m/s，爆破资料发放硐室配风量 m/s，Q硐m/s。号煤层独立通风硐室个，采区变电所配风量 m/s，消防资料库配风量 m/s，Q硐m/s。号煤层独立通风硐室个，采区变电所配风量 m/s，消防资料库配风量 m/s，Q硐m/s。 ()其他需风量其他用风地点包括大巷和硐室之间的联络巷以及巷道维护风量。Q其它=m/s经过以上各煤层风量计算，那么矿井总风量为：()矿井初期(号、号煤保证矿井设计消费才干)Q=(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =.+.+.+.+.+.+.+.+.=.ms，取ms()矿井中期(号、号煤保证矿井设计消费才干) Q=(Q采+

18、Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =.+.+.+.+.+.+.+.+.=.ms，取ms() 矿井后期(号煤保证矿井设计消费才干) Q(Q采+Q备+Q掘+Q硐+Q其它)K矿通 =.+.+.+.+.ms，取ms需求阐明的是：以上消费中期计算号煤产量为.Mt/a，矿井开采后期号煤产量为.Mt/a。由于号煤层为低瓦斯矿井，任务面风量计算主要根据的是任务面温度和局扇的吸风量，假设按任务面.Mt/a计算时任务面所需风量小于按温度计算的风量，故矿井后期开采时号煤产量达.Mt/a时矿井所需风量也为m/s。二、风量分配、矿井初期(号、号煤保证矿井设计消费才干)共需风量m/s，分配如下：()分配到号煤层各用风地点

19、：回采任务面：m/s；掘进任务面：m/s；采区变电所：m/s；爆破资料发放硐室：m/s；备用任务面：m/s；其它用风地点：m/s。()分配到号煤层各用风地点：回采任务面：m/s；掘进任务面：m/s；采区变电所：m/s；消防资料库：m/s；备用任务面：m/s；其它用风地点：m/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进m/s，副立井进m/s。、矿井中期(号号、号煤保证矿井设计消费才干)共需风量 m/s，分配如下：() 分配到号煤层各用风地点：回采任务面：m/s；掘进任务面：m/s；采区变电所：m/s；消防资料库：m/s；备用任务面：m/s；其它用风地点：m/s。()分配到号煤层各用风地点：回采

20、任务面：m/s；掘进任务面：m/s；采区变电所：m/s；消防资料库：m/s；备用任务面：m/s；其它用风地点：m/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进m/s，副立井进m/s。、矿井后期(号煤保证矿井设计消费才干)共需风量 m/s，分配如下：回采任务面：m/s；综掘进任务面：m/s；采区变电所：m/s；消防资料库：m/s；备用任务面：m/s；其它用风地点：m/s。根据以上风量计算各井筒分配如下：主斜井进m/s，副立井进m/s。三、负压及等积孔计算)矿井负压采用下式计算：h(LPQ)/Sh局式中：h矿井通风总阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数，Ns/m；L井巷长度，m；P巷道断面净周长，m；S井

21、巷净断面面积，m；Q经过井巷的风量，m/s；h 局部分通风阻力，按摩擦阻力的计。根据以上计算可知，矿井中期回采号、号煤时风量、负压最大，本次通风计算根据矿井中期进展计算。经计算，矿井前期通风容易时期通风总阻力为Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为Pa。通风容易时期和通风困难时期的通风总阻力计算见表-和表-。)矿井等积孔根据下式计算：式中：A矿井等积孔，m；Q矿井风量，m/s；h矿井负压，Pa。经计算，矿井前期开采时通风容易时期矿井等积孔：Al.m，通风困难时期等积孔：A.m，矿井前期开采通风难易程度属容易。. 通风设备、防止漏风和降低风阻的措施、通风主要设备井下通风设备有风门、调理风门、密闭、

22、风桥、风帘等，其构造和设置简述如下：()风门：在有人、车通行，但需隔断风流的巷道中，必需安设风门，其中进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必需安设两道联锁的正向风门和两道反向风门。根据运用条件不同，风门的建造资料有包铁皮木板构造，也有完全用金属资料制成的。按风门的启动方式，分为普通风门和自动风门。()调理风门：木制，用于调理经过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道，大巷需求调理风流的巷道中。()密闭：分为永久密闭和暂时密闭两种，用于隔绝风流。永久密闭用实心砖或混凝土块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在进回风大巷之间的横贯中，封锁采空区。暂时密闭用实心砖或混

23、凝土块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在暂时不用的巷道口。()风桥：在进、回风巷道交叉地点，为了防止风流短路，应设置风桥，使进、回风巷隔开。本矿风桥布置在采区任务面运输顺槽横穿回风大巷交岔处。风桥上方巷道采用锚喷或锚网喷、锚索结合支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土上方填.m的黄土。对于效力时间不长的风桥，风桥上方的巷道仅作回风运用，那么其下方的巷道两壁可用实心砖砌墙，上架钢梁，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处置后的波纹薄钢板。()风帘：采用不燃性资料制造，主要设在回采任务面的机头、机尾、掘进任务面有关巷道中，用于引导风流，

24、排除部分瓦斯。、防止漏风和降低风阻的措施为保证矿井正常通风和平安消费，根据通风系统需求，必需按规定设置风门、调理风门、风墙、风桥和风帘等通风设备和平安监测系统。为防止矿井漏风，通风设备要按作业规程施工，以保证应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设备要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补改换，以防止风流短路等不良后果发生。另外，设计要求井巷壁面光滑，及时修复巷道，去除堵塞巷道，以减少通风阻力。. 灾祸预防及平安配备本矿为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，属于级自燃煤层，水文地质条件中等，顶板为砂质泥岩，底板为砂岩。影响本矿平安的主要危险有害要素有：矿井瓦斯爆炸、煤尘爆炸、矿井突水以及顶板事故。

25、煤矿消费必需坚持“平安第一、预防为主、综合治理的方针，严厉执行的有关规定，制定出相应的作业规程，操作规程及详细的平安措施。. 预防瓦斯爆炸的措施本矿虽为低瓦斯矿井，但不能有麻木思想，对于瓦斯的管理不能有半点马虎，必需加强瓦斯的日常管理，防止瓦斯爆炸。、必需加强通风管理，矿井通风必需做到延续、有效、稳定；井下各用风地点的风量必需严厉控制，到达设计所要求的风量。、采掘任务面和消费巷道中的瓦斯浓度必需严厉控制在允许范围之内，并要及时处置部分积存的瓦斯，当部分瓦斯超限时，必需马上停产进展处置，待瓦斯浓度降低到允许范围之内时方可恢复正常消费。、部分巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设备来保证巷道的最高

26、和最低风速要求，满足的要求。、在回采任务面以及相连的任务面巷道中、掘进任务面设置瓦斯传感器，动态检测瓦斯中的瓦斯含量，并将信息及时传输到地面的控制室，在主要地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时切断电源，必需配备专职瓦斯检查员。、为防止瓦斯灾祸事故的扩展，应在井下主要地点设置隔爆水棚，回风井井口设防爆门，主要通风机能及时反风。、严厉控制和管理消费中能够的引炽热源，绝对制止明火入井。、下井人员一概配带矿灯和自救器，制止明火作业，采用隔爆型电气设备。、必需运用矿用平安炸药，井下放炮要实行“一炮三检制度。. 预防煤尘爆炸的措施根据地质报告资料，本矿、号煤层具有煤尘爆炸危险性，为了确保矿井的平安消

27、费，改善任务环境，维护工人身体安康，消费过程中必需采取以下措施。、矿井必需建立完善的防尘供水系统。 、采煤任务面必需采取煤层开采前预注水、根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层特征，采煤任务面煤层注水选用下向双向短钻孔注水方式，即在回采顺槽内超前任务面推进度个月，垂直煤壁，打双向短钻孔的注水方式。根据煤层节理裂隙发育，任务面长度、注水时间、注水压力和注水钻机才干等，确定钻孔长度为m，钻孔角度与煤层角度根本一致。钻机选用MYZ-、kW钻机台，钻孔直径mm，钻孔间距m。封孔方式采用水泥砂浆封孔。设计封孔深度暂按m思索。选用动压注水系统。采煤任务面必需采取喷雾、洒水及其它综合防尘措施。 、注水压力根据

28、该矿煤层硬度，注水采用中压注水，注水压力暂按-MPa思索。消费中可根据煤层的透水性情况，由注水泵站调整煤层注水压力。、单孔注水量()双向钻孔注水时孔长的计算L=LM式中：L钻孔长度，m；L任务面的一半长度，m；M与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，m。那么 号煤L=LM=m号煤L=LM=m本次设计采用双向注水，根据计算号煤单侧钻孔长度为m ，号煤单侧钻孔长度为m。由此计算号煤双侧钻孔长度为m，号煤双侧钻孔长度为m。()钻孔间距钻孔间距可根据煤层潮湿半径计算，按阅历取m。()钻孔注水量按下式计算：Q=BLM(WW)K式中：Q一个钻孔注水量，m；B孔间距m；L任务面长度号煤m，号煤m；M煤层厚度，号

29、煤煤层平均厚. m，号煤煤层平均厚.m；煤容重，号煤为.t/m，号煤为.t/m；W注水后要求到达的水分取%；W煤层原有水分， 号煤层.%，号煤层.%；K思索围岩吸收水分，水的漏失和注水不均匀系数，取.。那么：号煤双向两个钻孔注水量Q号煤=.(%-.%).=.m号煤双向两个钻孔注水量Q号煤=.(%-.%).=.m、矿井日注水量矿井日注水量按下式计算：Q日=KG(WW)式中：Q日矿井日注水量m；K注水系数，取.；G矿井方案注水回采任务面日产量(号煤日产量t/d、号煤日产量t/d)。Q号煤日=.(%.%)=.mQ号煤日=.(%.%)=.m、注水流量(或注水速度)与注水时间单孔注水流量按m/h思索，注

30、水时间为钻孔开场注水至煤体全面潮湿为止，注水煤体全面潮湿的标志为潮湿范围内煤壁出现均匀的“出汗渗水，台泵同时注号煤每日注水时间约h，台泵号煤每日注水时间约h。、注水设备及仪器煤层注水钻机：MYZ-型，台；煤层注水泵：BZ-./，台；夹布压力胶管(与泵配套)：m；冷拨无缝钢管(与泵配套)：m；高压钢丝编织胶管(与泵配套)：m；快速接头：K型，个；平安阀：个；内螺纹升降止回阀：HH- 型，个；弹簧式压力表：个；叶轮湿式水表：个；高压注水表：DC-./型，个；等量分流器：DF-型，个；高压闸阀：JBH-III，个； 钢制三通：个；便携式快速水分测定仪：WM-A型，个。、掘进任务面必需采用湿式钻眼、冲

31、洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。、采掘机械均应安装有效的内外喷雾安装，严禁干式作业。、煤仓放煤口、保送机、装煤机和其它煤炭转载点等地点都必需敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门，配备喷雾洒水安装或设置除尘器，并坚持喷雾洒水系统的完好性，作业时进展喷雾降尘或用除尘器除尘，液压支架架间喷雾降尘。、必需及时去除巷道中的浮煤、清扫或冲洗堆积煤尘，应定期对主要大巷进展刷浆任务，定期撒布岩粉，以减少巷道中堆积的落尘。、加强通风管理，控制巷道风速，防止煤尘飞扬。、井下一切部分扇风机均按要求设除尘器。、根据第条规定的矿井井下的各相关地点必需用水棚或岩粉棚隔开，矿井应每周至少

32、检查次隔爆设备的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量能否符合要求。、采取有效措施防止引燃，杜绝非消费需求的火源，严厉控制消费中能够发生的热源。. 隔爆措施一、隔爆水棚设置地点根据要求，防止爆炸由部分扩展为全矿性的灾难，设计中采用在井下容易发生爆炸的地点设置隔爆水棚措施。设置地点如下：、矿井两翼与井筒相连通的主要大巷设置集中式主要隔爆水棚；、采区运输巷道和回风巷道中，设置集中式主要隔爆水棚；、在井底煤仓上下口相连的巷道设置集中式主要隔爆水棚；、采煤任务面进、回风顺槽设置集中式辅助隔爆水棚；、采区内的煤和半煤巷掘进巷道设置集中式辅助隔爆水棚。二、隔爆水棚一水棚的构造与选型设计主要水棚采用隔爆水槽

33、，其型号为YHYKGL，规格为L，构造参数为mmmmmm；辅助水棚采用隔爆水袋，其型号为GBSD-，规格为L，构造参数为mmmmmm。二水棚的布置与计算、水棚在巷道设置位置()水棚应设置在直线巷道内；()水棚与巷道交叉口，转弯处的间隔 应坚持m；与风门的间隔 须大于m；()第一排集中水棚与任务面的间隔 必需坚持m，第一排分散式水棚与任务面的间隔 必需坚持m；()在应设辅助隔爆水棚的巷道应设多组水棚，每组间距不大于m。、水棚排间间隔 与水棚的棚区长度：()集中式水棚间间隔 为.m，分散式水棚沿巷道分分布置，两个袋组的间距为m；()集中式主要水棚的棚区长度不小于m，集中式辅助棚区长度不小于m，分散

34、式的棚区长度不小于m。、安装方式：()隔爆水棚的安装方式：吊挂式。原那么是：当受爆炸冲击力时，水容易泼出。布置应符合以下规定：断面S断面S断面Sm时，nB/Ll式中：n一排棚上的水槽(袋)个数，B水棚迎风断面宽度；L水棚所在程度巷道宽度。()水槽、水袋之间的间隙与水槽水袋同支架或巷道壁之间的间隙之和不得大于.m，特殊情况下不超越.m，两个水槽、水袋之间的间隙不得大于.m。水槽、水袋边与巷壁、支架、顶板、构物架之间的间隔 不得小于.m、水槽水袋底部至顶梁的间隔 不得大于.m，如顶梁大于.m，那么必需在该水槽或水袋的上方增设一个水槽或水袋。()水棚距巷道轨面不小于.m，应坚持一致高度，需求挑顶时，

35、水棚区内巷道断面与其前后各m长的巷道断面一致。()吊挂水槽或水袋，挂勾位置要对正，相向布置。挂勾为直径mm的圆钢，挂勾角度为，弯勾长度mm。、水槽、水袋棚的管理及本卷须知()要经常坚持水槽、水袋的完好和规定的水量；上边缘需成程度形状；()每月检查一次。、水棚设置与计算 ()每组水棚水量依下式计算每组水棚水量依下式计算：G=gS式中：G总水量，kg；g每m巷道需水量，L/m，主要隔爆水棚L/m，辅助隔爆水棚 L/mS巷道断面积，m。号煤运输大巷净断面积.m，号煤轨道大巷净断面积.m，号煤回风大巷净断面积.m；号煤运输大巷净断面积.m，号煤轨道大巷净断面积.m，号煤回风大巷净断面积.m； 号煤运输

36、顺槽净断面积.m，号煤回风顺槽净断面积.m，号煤运输顺槽净断面积.m，号煤回风顺槽净断面积.m，号煤上仓皮带巷净断面积.m。那么 号煤运输大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G运主.=L=.m。号煤轨道大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G轨主.=L=.m。号煤回风大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G回主.=L=.m。号煤运输大巷大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G运主.=L=.m。号煤轨道大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G轨主.=L=.m。号煤回风大巷每组主要隔爆水棚总水量为：G回主.=L=.m。号煤上仓胶带巷每组主要隔爆水棚总水量为G上仓.=L=.m号煤运输顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G运辅.=L=.m。号煤

37、回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G回辅.=L=.m。号煤运输顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G运辅.=L=.m。号煤回风顺槽每组辅助隔爆水棚总水量为：G回辅.=L=.m。 ()单架水棚水量设计主要水棚采用隔爆水槽，其型号为YHYKGL，规格为L，每一架上放个水槽，水量Gn主=L， 辅助水棚水袋型号为GBSD-，其水袋规格为L，每一架上放个水袋，水量Gn主=L。()水棚架数nn=G/Gn号煤运输大巷、轨道大巷、回风大巷主要隔爆水棚n运主=G运主/Gn主=/=.架，取架， n轨主=G轨主/Gn主=/=.架，取架，n回主=G回主/Gn主=/=.架，取架，号煤运输大巷、轨道大巷、回风大巷主要隔爆水棚n

38、运主=G运主/Gn主=/=.架，取架， n轨主=G轨主/Gn主=/=.架，取架，n回主=G回主/Gn主=/=.架，取架，号煤上仓胶带巷每组主要隔爆水棚N上仓=G上仓/G上仓=/=.架，取架，号煤任务面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚n运辅=G运辅/ Gn辅=/=架n回辅=G回辅/ Gn辅=/=架 号煤任务面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚n运辅=G运辅/ Gn辅=/=架n回辅=G回辅/ Gn辅=/=架()水棚棚区长度LL=nC式中：L水棚长度，m;n水棚架数，架;C水棚间距，m。大巷分别取.、.m、.m；任务面运输顺槽、回风顺槽取.m。 号煤运输、轨道、回风大巷主要隔爆水棚棚区长度L运主=(-).

39、=mL轨主=(-).=m L回主=(-).=m号煤运输、轨道、回风大巷主要隔爆水棚棚区长度L运主=(-).=mL轨主=(-).=m L回主=(-).=m任务面运输顺槽、回风顺槽辅助隔爆水棚棚区长度L号运辅=(-).=.m，L号回顺=(-).=.m，L号运辅=(-).=.m，L号回顺=(-).=.m，根据开辟、采区巷道布置，设计共设置主要隔爆水棚组，其中，号煤运输大巷组，号煤轨道大巷组，号煤回风大巷组；号煤运输大巷组，号煤轨道大巷组，号煤回风大巷组；号煤上仓胶带组；辅助隔爆水棚组，其中，号煤运输、回风顺槽各组，号煤运输、回风顺槽各组，掘进头各组个掘进头。三水棚给水系统水棚给水水源为井下消防洒水给

40、水系统，在设有隔爆水棚的地点，均有井下消防洒水管路经过，管路每隔m(带式保送机巷每隔m)设有一支管和闸阀，管口配有消防接口及水龙带，水棚可由其给水或补水。. 预防井下火灾的措施煤矿防灭火方法包括煤自燃预测预告及防灭火技术及配备的选择。煤层火灾监测与早期预告是矿井火灾预防与处置的根底，是矿井防灭火的关键。只需可以准确、及时地对煤层自燃火灾进展早期预告，就能做到有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施，而防止自燃事故的发生。因此，矿井火灾束管监测系统是开采自燃煤层的重要配备之一。根据地方煤矿特点及防灭火阅历，选择KYSC- 型井下挪动式火灾气体束管采样监测系统、采用预防性阻化剂防灭火系统及井下注氮灭火

41、方法。一、开辟、开采方面的技术措施为防止煤炭自燃，对开辟方式、开采方法的要求是：煤层切割量少、留煤柱少、回采率高、回采速度快及采空区易于封锁隔绝。详细采取如下措施：、选择合理的开辟方式及巷道布置。设计中虽然将大部分巷道布置在煤层中，但主要巷道都锚喷支护，对巷道煤壁予以封锁；回采巷道采用一进一回的通风方式，系统简单，负压较小，对防止漏风发明了有利条件。、选择合理的采煤方法。根据煤层赋存条件采用综采工艺，推进速度快，有利于防止采空区浮煤自燃；回采任务面从采区边境开场进展后退式回采，回采过程中不随意留煤垛或煤柱。、尽快封锁采空区。在回采任务面回采终了后，必需在天内进展永久性封锁。、开辟部署及采区巷道

42、布置要保证各任务地点风流畅通，煤层巷道要满足规定的最低风速。二、通风方面的措施防火对通风系统的要求是：风流稳定，漏风量少及通风网路中的有关区段易于隔绝。为了减少漏风，设计采取以下措施：、选择合理的通风系统。结合开辟方式和开采顺序，采用全负压通风系统。、任务面采用独立通风。井下布置有公用回风大巷，各任务面有独立的风流，防止串联风。这样既可降低矿井通风阻力，减少漏风，也有利于调理和控制风量。在矿井发生火灾时，便于控制风流，抢救人员，隔绝火区，限制受灾范围。、正确选择通风设备的安设位置。风门、风桥、调理风门等井下通风设备应安设在围岩稳定、压力小、支护完好、煤壁完好的地点。消费过程中要确保通风构筑物质

43、量并留意维护，不产生漏风。三、监测方面的措施、在任务面设自燃发火观测点，并建立监测系统，建立自燃发火预测预告制度。、在井下设置KYSC- 型井下挪动式火灾气体束管采样监测系统在进、回风顺槽按一定间距布置束管采样器，采空区气体成份测定范围大约距任务面m左右，约m设一个测点，坚持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测。四、采用预防性阻化剂防灭火系统综合思索可采煤层自燃等级及各种防灭火系统特点，确定采用预防性阻化剂防灭火系统。、阻化剂选择根据可采煤层煤质资料，阻化剂选择工业氯化钙CaCl，阻化剂浓度确定为%。、喷洒压注工艺系统由于机动性电动喷洒压注工艺系统工艺简单、施工快、投资小、机动性大

44、。所以，设计采用该系统。详细方法：在回采任务面顺槽出口处将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上，由直径.mm无缝钢管，从D-/型拉杆泵接任务面顺槽.mm的耐压胶皮输药管到回采任务面两侧端头，与喷嘴衔接。由电动机启动，拉杆泵进展压注和喷洒。在任务面用喷枪喷洒靠采空区一侧的底板浮煤，喷洒宽度为.m左右。喷洒任务安排在每班移架前进展，任务面上、下喷枪相向喷洒，在任务面中部相遇喷洒终了。、喷洒范围在任务面每次喷洒宽度为.m，普通在移架前进展喷洒。根据任务面自燃规律对底板浮煤、任务面的上、下端头、巷道煤柱破碎带等进展喷洒。、号煤层任务面一次喷洒量：底板浮煤喷洒量：G=KKLBhA式中：G按分量计

45、算浮煤一次喷洒量，t；K一次喷洒加量系数，普通取.；K松散煤浮煤密度，K=. t/m；L任务面长度，L=m；B一次喷洒宽度，B=.m；h底板浮煤厚度，取h=.m；A原煤浮煤的吸液量，取A=.t/t。G=KKLBhA=.=.t任务面一次喷洒量：G=G=.t任务面一次喷洒所需阻化剂用量：G=G式中：阻化剂溶液的浓度，=%。G=G=.%=.t=.kg、阻化剂喷洒设备阻化剂喷洒设备见表-。、喷洒压注工艺系统的主要防污和防腐措施喷洒阻化剂时应遵守第条的有关规定，选用的阻化剂不得污染井下空气和危害人体安康，预先对机械设备、支架等金属构件做防腐处置，在支架等金属构件外表喷上防腐涂层，防止阻化剂腐蚀机械设备、

46、支架等金属构件。喷洒时应留意尽量不要喷洒到支架等金属构件上，严厉控制喷洒范围和喷洒量。表- 阻化剂喷洒设备表序号设备称号型 号单 位数 量喷洒泵D-/台钢管.mmm压力胶管中低压m闸阀寸个喷枪QWF个压力表MPa个流量计 m/h 个 五、井下注氮灭火施工工艺氮气是一种无色、无味、无嗅、无毒的气体。由于氮气分子构造稳定，在常温常压下很难与其他物质发生化学反响，所以是一种良好的惰性气体。在封锁空间内，随着氮气浓度的添加，氧气浓度必然下降。当氧气浓度降到%-%时，可有效地抑制煤的自燃氧化的进展，当氧气浓度降到%以下时，可有效地抑制煤的阴燃和复燃。、氮气防灭火机理采空区内注入大量的高浓度的氮气后，氧气

47、浓度相对减小，氮气部分地替代氧气而进入到煤体裂隙外表，这样煤外表对氧气的吸附量便降低，在很大程度上抑制或减缓了遗煤的氧化放热速度；对于采空区注氮防灭火而言，采空区注入氮气后，提高了气体静压，降低了漏入采空区的风量，减少了空气与煤炭直接接触的时机；氮气在流经煤体时，吸收了煤氧化产生的热量，可以减缓煤升温的速度和降低周围介质的温度，使煤的氧化因聚热条件的破坏而延缓或终止；采空区内的可燃、可爆性气体与氮气混合后，随着惰性气体浓度的添加，爆炸范围逐渐减少即下限升高、上限下降。当惰性气体与可燃性气体的混合物比例到达一定值时，混合物的爆炸上限于下限重合，此时混合物失去爆炸才干。这是注氮防止可燃、可爆性气体

48、熄灭与爆炸作用的另一个方面。、注氮方法根据矿井详细条件，选择埋管注氮方法：在任务面的进风侧采空区埋设一趟注氮管路。当埋入一定长度后开场注氮，同时再埋入第二趟注氮管路注氮管口的挪动步距经过调查确定。当第二趟注氮管口埋入采空区氧化带与冷却带的交界部位时向采空区注氮，同时停顿第一趟管路的注氮，并又重新埋设注氮管路，如此循环，直至任务面采完为止。、注氮方式在以防火为主的注氮工艺中，注氮方式采取间歇断式注氮。即在采空区拟处置区域注入一定量的氮气后停顿注氮，调查氮气在该区域内的滞留时间，随着氮气的走漏，采空区内的氧气浓度会逐渐上升，当氧气浓度上升至自然发火的临界氧浓度之上时，开场新一轮的注氮；当注氮口推移

49、到氧化危险带以外而进入“窒息带时，启用下一个注氮口。如此反复。、注氮量确实定根据开采高度、采空区碎胀系数、自然发火危险带宽度等确定注氮口每开启一次的注氮量。注氮量确实定原那么是使氮气充溢整个需求惰化处置的区域。号煤综采任务面采空区注氮总量：=.=m 式中：Qz总注氮量，m； W惰化带宽度，m； H惰化带采、放煤高度，m； L惰化带长度，m； K采空区气体置换系数，取-； K采空区松散系数，.-.。间歇式注氮的日注氮量： =.=m式中：Qn间歇式注氮时日注氮量，m； b 任务面日推进度，m； L任务面长度，m； H采煤高度，m；K采空区气体置换系数，取-； K采空区冒落矸石松散系数，取.-.；

50、K任务面推进速度校正系数，取.假设注氮强度按m/h计算，那么号煤层任务面每日注氮时间为.小时。号煤综采任务面采空区注氮总量：=.=m间歇式注氮的日注氮量：=.=m假设注氮强度按m/h计算，那么号煤层任务面每日注氮时间为.小时。、制氮机位置选择及管路铺设制氮机位置选择既要力争离注氮地点间隔 最近，以减少管路铺设的长度和工程量，又要相对固定，不对任务面的消费、运输呵斥影响。因此综合思索，制氮机位置选在任务面运输顺槽与轨道大巷衔接的联络巷内。主注氮管路总长度为m。注氮强度取q=m/h，选定主管路管径为mm。注氮支管从距任务面m处主管接入，并进入任务面采空区。支管路管径采用mm。、“三带任务进展前的注

51、氮口位置及轮换方式根据山西煤矿的阅历，氮气的分散半径取-m，氧化带与窒息带界限据任务面间隔 取-m。那么氮气释放口间距取m，氮气释放口距任务面的最小间隔 为m，最大间隔 为m。当上一个注氮口距任务面达m时，从主管路上另接一路支管，并设置释放口；当前注氮口推移距任务面m时，翻开支管路的阀门，开场注氮；当注氮口推移到距任务面m时，封锁注氮并阀撤除此支管，如此循环。氮气释放口应高于底板，以弯拐向采空区，与任务面坚持平行，并用石块或木垛等加以维护；氮气释放口之间的间隔 ，应根据实践测定的采空区“三带宽度、注氮强度、氮气有效分散半径、自然发火期、任务面推进度以及采空区冒落情况等要素进展重新调整。注氮支管

52、路采用多管，每个释放口单接一根支管进展注氮，便于单独控制。、注氮防灭火技术所用仪器设备表- 注氮防灭火仪器设备称号型号数量参考厂家矿用挪动式制氮机MD-台煤科总院抚顺分院输氮主管路钢管m输氮支管路钢管m. 预防井下水灾的措施一本矿周围消费煤矿较多，采空范围较大，并有采空区积水。在采掘过程中，对矿井井下存在采空区、小窑破坏区应采用先进的探测方法准确探明其位置及特征，留设足够的平安维护煤柱，防止矿井突水事故的发生。不可存在侥幸心思盲目开采。二矿井必需作好采区、任务面水文地质探查任务，选用物探、钻探、化探和水文地质实验等手段查明构造发育情况及其导水性，主要含水层厚度、岩性、水质、水压以及隔水层岩性和

53、厚度等。三采掘任务面发现有透水预兆挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、顶板淋水加大、底板膨鼓或产生裂隙，出现渗水、水色发浑、有臭味等异状时，必需停顿作业，采取措施，报告矿调度室。假设情况危急，必需立刻发出警报，撤出一切受水要挟地点的人员。四井底车场及下山巷道中设置容量足够的水仓及排水设备；主排水泵房和主变电所通道内设置密闭门。五井下探放水措施 、探放水原那么在接近采空区、含水层、水文地质复杂地段又情况不明时，必需进展探放水，做到“有掘必探、先探后掘。在掘进任务面或其它地点发现有透水预兆(挂红、挂汗、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、水色发浑、有臭味

54、等异状时)，必需立刻发出警报，撤出一切受水患要挟地点的人员。、探水线的规定()井下探水时，必需从探水线开场，探水掘进。()探水线应根据积水区的位置、范围、水文地质条件及其资料的可靠程度，以及采空区、巷道受矿山压力的破坏情况等要素决议。()对矿井开采所呵斥的老空、老巷、水窝等积水区，如其边境位置准确，水压不超越KPa，探水线至积水区的最小间隔 ：在煤层不得少于m，在岩层中不得少于m；如虽有图纸资料，但不能确定积水区边境时，探水线至推断积水区边境的最小间隔 不得小于m。()对有图纸资料可查的老空，探水线至老空边境的最小间隔 不得小于m；对没有图纸资料可查的老窑，可根据已了解到的小窑开采最低程度，作

55、为预测的可疑区，再由可疑区向外推m作为探水线。、探放水措施制定探放水措施及应急预案；保证台主水泵正常运转；探放水期间停顿消费，撤出与探放水无关人员；探放水人员要熟习避灾道路；探放水作业严厉按照作业规程、操作规程作业。加强钻场附近的巷道支护，并在任务面迎头打好巩固的立柱和栏板。清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必需配备与探放水量相顺应的排水设备。在打钻地点或附近安设公用。丈量和探放水人员必需亲临现场，依根据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。钻孔放水前，必需估计水量，根据矿井排水才干和水仓容量，控制放水流量；放水时，必需设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，

56、做好记录。假设水量忽然变化，必需及时处置，并立刻报告矿调度室。探水钻孔布置：探水钻孔程度呈扇形布置，垂直方向向上仰-，每组布置-个钻孔。 、探放水设备根据，井下探放水钻机，型号为MYZ-，数量为台，效力于全矿井。. 预防顶板事故的措施、严厉控制控顶面积，使其限制在作业规程规定的范围内。、回采任务面初次来压、周期来压、顶板异常，在集中压力带下和回采任务面收尾时，必需制定相应的特种支护措施。、及时支护，严厉敲帮问顶制度，存在隐患时要处置后再作业。、井下职工必需进展培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。、加强顶板监测，防止冒顶事故。、任务面支架必需及时支护，架设结实，并有防倒平安措施。任务面应

57、严厉按照作业规程操作。. “三机防滑措施、刮板保送机的防滑()保送机下滑的缘由重力所引的下滑。当煤层倾角大于时，就有能够因本身的重力而下滑。保送机机头与转载机机尾搭接不当，导致保送机底链前往带煤，或移保送机时过多浮煤及硬矸进入底槽，导致底链与底板摩擦阻力过大，引起保送机下滑。各种人为缘由。如保送机推移不当、支架与刮板保送机不垂直等各种缘由也能引起刮板保送机的下滑。()针对保送机下滑采取的措施在回采时，将任务面调成伪倾斜，并使任务面略有仰斜，使下平巷比上平巷超前m，使保送机的上移量和下移量相抵消。推移保送机方式：要从任务面下端开场移保送机，在移保送机时，不能同时松开机头和机尾的锚固安装，移完后应

58、立刻锚固，并且要在机头(尾)架底梁上用单体液压支柱加强锚固。要防止煤、矸等进入底槽，以减小底链运转的阻力。紧刮板保送机链条时，应尽量在机尾，这时机尾应打压柱。任务面保送机每隔适当的间隔 装组防滑千斤顶，千斤顶一端与保送机衔接，另一端经过锚链与液压支架相连。在刮板保送机的倾斜方向每隔适当的间隔 放置根单体支柱，其一端支撑在保送机的推移板下侧，另一端支在下部支架的底座上。机头限位支柱。a、用根单体支柱直接顶住刮板保送机。单体前端加板木打在机头大壳上，后端打在正对机头的巷道下帮实体煤上，直接控制保送机的下滑。b、在过渡槽紧靠机头的销轨上打根倒头戗柱。由于过渡槽与机头之间为固定衔接，这样就直接控制住了

59、机头。液压支架的防倒防滑()支架失稳的缘由支架本身重力：当煤层倾角较大时，支架重力沿煤层倾斜方向的分力大于支架底座和煤层底板之间的摩擦力，便产生了侧向挪动。随着煤层倾角的增大，支架重力的作用线超出支架座底边缘时，便会倾倒。此外，煤层倾角较大时，顶板挪动方向偏离了煤层顶底的法线方向，也会使支架倾倒。支架顶底受力的合力偏离支架重心，产生力矩使支架倾倒。()为防止支架的下滑、失稳采取的措施支架的防倒、防滑的着眼点是控制好排头支架。把任务面的液压支架分成组，每组的头架作为排头架。排头架利用防倒千斤顶的拉力实现防倒，千斤顶与液压支架用圆环链和马镫衔接。当任务面正常推进时，防倒千斤顶衔接在排头架的第一架和

60、上方第三架的四连杆上，可防止支架的歪倒。为防止支架的下滑，相邻两架用防滑千斤顶把底座衔接起来。当支架出现倾倒时，以支撑顶板的相邻支架作支点，用千斤顶调整该支架位置。移架时，一直自任务面下部向上移架，以防采空区滚动矸石冲击支架尾部。运用好侧护板，发扬其在降架时防止后倾及移架过程中的导向板作用。移架过程时间不能过长，以免因移架时间过长不能及时调架而发生歪斜。一切支架均带压擦顶移架，支架升起接顶后，要继续坚持s的供液时间，使支架具有最大初撑力。每班要定时检查调整支架形状和间距。推移杆全程导向，严厉控制推移杆和底座的间隙，推移杆在恣意位置,推移杆和底座间间隙不变，控制保送机下滑减少支架顶梁间隙，促使支