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文档简介

5208放顶煤综采工作面

作业规程

第一部分概述

一.工作面概况

1.地面位置:位于西会辕东南,落上钩的西南,长村疗养院北面.

2.井下位置:3105工作面东家2北皮和52北轨,西为长村矿井田与

王庄矿井田边界线,南北都是采空区.

3.地面标高:992.75—1011.6米.

4.工作面标高:601.52——657.26米。

5.工作面走向长1448米;倾斜长241——242米,平均241.5米;

总面积349692平方米。

6.回采对地面设施的影响:.回采对地面无影响。

二、煤层赋存情况

该面所采煤层为3煤,赋存于二迭系三西组地层中下部,为陆相

湖泊型沉积,每层厚度稳定,工作面外部外部每层厚度在7米以上,

里部在6.5米以上,煤层共含五层夹研,累计厚度为0.42米。每层结

构为0.38(0.05)0.32(0.22)3.88(0.04)0.5(0.08)0.75

(0.03)0.55,可采指数Km=l,变异系数为&42%。

三.地质构造情况

该面整体是一个向西倾斜的单斜构造,煤层倾角为1—-15度,

平均8度,但是工作面风、运两巷个别地方坡度起伏较大.风巷10风

巷11点间坡度在15度左右;运巷8-运巷9点间在10度左右.整个工

作面有两条断层,均在运巷揭露,F167断层据运巷开口370米,F22

断层距切眼218m,两条断层的产状如下:

表1-------1断层特征表

构造名称走向倾向倾角性质落差对回采影响程度

F167断层25334370正断层1.53m有影响

F220断层13622630正断层1.03m有影响

四、围岩及其特征

煤(岩)层综合柱状图如图1——1所示。围岩及其特征见表

表1——2围岩及其特征表

围岩名称岩石名称厚度(m)岩性描述

老顶中砂岩9.92灰白色,中厚层状,分选性差。

直接顶砂质泥岩1.95灰黑色,含少量植物化石

直接底粉砂岩4.2灰色,发育平行状

老底泥岩2.3黑色,性脆,含植物化石。

五、煤质情况

本面煤层为低硫、低磷、中灰、高发热量、动力用煤。

表1——3煤质状况表

WAVQFcSY工业牌号

1.2414.8814.78716069.10.285.5C*

六、水文地质情况

该面是52采区西翼北面第一回采工作面,周围是未采区,再掘

进过程中,淋水较大,所以,在回采时会有比较大的涌水,预计一般

涌水量在60——80m/h(l-1.33m/min),最大涌水量为100m2/h

(1.67m/min)o

七、影响回采的其他地质情况

1、瓦斯:低瓦斯矿井

2、煤尘:具有爆炸性

3、煤的自燃:无自燃现象

4、地温;地温正常

5、地压;地压正常

6、普氏硬度(f)

表1—4煤层普氏硬度表

普氏硬度(f)煤层夹砰直接顶直接底

1—32—33—83-8

八、工作面储量计算

本工作面运巷可采长度1373m风巷可采长度为1358m,工作面切

眼长241.5m,煤层计算厚度6.5m,容重为1.35t/m,回收率为93%,

则:

工业储量:1/2(1358+1373)*241.5*6.5*1.35

=2893716.4(t)

可采储量;工业储量*93%=2893716.4*93%=2691156.3(t)

可采期:(1/2(1358+1373))/(0.8*6)=285(天)

其中:0.8为循环进度,6位日循环个数

第二部分工作面巷道布置

一、概述

工作面切眼长241.5m,风巷可采长度1358m,运巷可采长度

1373m,平均可采长度1365.5m,工作面由西向东,沿倾向推进。

运巷为全锚杆支护,其中再距运巷开口约370m处,有一段全锚配工

字钢、大板棚联合支护,风巷为全锚支护,顶板及量帮均有钢带,铺

金属网;每隔3.3m均在巷道顶板加打一根锚索。巷道断面、支护形

式、排距见标——1所示

表2——1巷道支护状况表

巷道名称支护形式净断面支护规格排距主要用途设备

运巷全锚网、工字12.0m矩形4*3m1.1m进风、运煤列车、皮带等

钢大板棚

风巷全锚网10.5m矩形5*3m1.1m回风、进料绞车等

二、工作面巷道布置

工作面巷道布置如图2——2所示

三、通风系统

1、通风系统

新鲜风流由52进风井——52进风巷——52北皮——5208运巷

——5208工作{5208探水、5208风巷}面——52专用回风巷——

630北总回(52总回风巷)西回风井地面

2、运煤系统

{采煤击落煤-工作面前部输送机、支架放煤——工作面后部输

送机}——转载机——5208运巷皮带输送机—52北皮——52皮带

——51溜煤眼——51强皮——主皮带煤仓——主皮带——地面。

3、辅助运输系统

1)作业人员:地面负立井—740北大巷——52石门——52候

车巷——52北皮——5208运巷——工作面个地点

2)材料:地面负斜井——740北大巷——52石门——52上轨一

一52北轨——5208风、运巷——工作面

4、供电系统(如图2—3所示)

1)高压(6千伏):52/1#变电所——5208运巷——1#、2#、

3#移变——千伏级动力设备

2)运巷低压(1140v):52/1变电所(5208工作面4#移变)一

一皮带

3)风、运巷低压(660伏):52/1#变电所——52北轨——5208

风、运巷——信号、综保、绞车、水泵、照明

5、供水系统(如图2—4所示)

1)地面静压水池——43南翼2#皮带巷——41轨道巷——31轨

道巷——主皮带斜井——51强皮带-5106联络巷——51下轨——52

皮带巷——52北轨——5208风、运巷供工作面洒水、灭尘、冷却等。

2)清水:5207清水仓——52北皮——5208运巷——水质过滤

器——乳化泵站、机组内喷雾系统。

6、排水系统(如图2——4所示)

(1)5208工作面积水经水泵——5208放水巷——52北皮——

5207运巷水仓——52上轨——740大巷

(2)5208风运两巷积水经水泵----52北皮—----5207运巷水仓

——52北轨——740大巷

7、通讯系统

(1)工作面转载机机头,运巷皮带机头各安装一部程控电话,

矿调度室及其他各业务科室联系。

(2)工作面安装TK——100通讯控制系统。工作面每隔10架、

前溜机头、转载机机头、电气列车处各安装一部电话机,泵站处安装

控制器。

(3)运巷安装tk-200通讯控制系统。

8、照明系统

运巷皮带机头、运巷三岔口、转载机机头安装127V隔爆日光灯,

工作面每隔5架安装一盏隔爆灯。

第三部分采煤方法及回采工艺

一、采煤方法

本工作面采用倾斜长壁、后退式综合机械化低位放顶煤一次采全

高全部垮落采煤法。

工作面切眼平均高度3.8m采高3.0±0.1m,循环进度0.8m顶煤

平均高度3.8m,放顶煤区段平均为229.5m,地分层回收率为98%,

顶煤回收率为85%—采一放为一个循环,则循环产量为:

Q=Q采+Q放

Q采=241.5X3.0X0.8X1.35X98%=767t

Q放=235.5X3.8X0.8义1.35X85%=822t

故,Q=Q采+Q放=767+822=1589t

一、回采工艺

(2)工作面设备配置

工作面设备配置及主要技术特征见表3〜1。

工作面设备布置如图3——1所示。

2、回采工艺

(1)进刀方式

本工作面采用端部割三角煤斜切进刀,进刀距离45m。端部割三角煤

斜切进刀示意图如图3——2所示。

(2)工艺流程及说明

1)回采工序

采煤机割煤、装煤一移架一{推前部运输机放煤——拉后部运输机

2)说明

①割煤、装煤、运煤

本工作面采用MGT-600/250-1.1D型双滚筒采煤机(滚筒截身0.8m)。

正常割煤时,前滚筒调高在上部割煤,后滚筒在下部割煤。采煤机滚

筒旋转时,煤被滚筒上的截齿破碎下来,并由落选叶片装入前溜,少

量煤在推前溜时被铲煤板装入溜内,极少量散落在支架与前溜间的浮

煤,由人工装入前溜内。

工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运

之端头卸载,经转载机、由皮带运出。

②移架

本工作面采用ZFS6000__17/33型低位放顶煤液压支架,操作方式为

手动快速本架操作移架,移架步距0.8m。操作顺序为:收逼帮板、

侧护板——降前梁——落后柱——落前柱,然后以前溜为支点、向前

移架。移架后,立即升紧前后立柱、前梁,最后打出逼帮板、侧护板。

移架滞后采煤机后滚筒15m进行,及时支护顶板,局部煤墙片帮较宽

或顶板破碎时超前移架控制顶板。

③推前溜、拉后溜

推前溜滞后采煤机后滚筒151n进行,拉后溜滞后放煤20m进行。

推前溜、拉后溜时,相邻五组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作,输送

机不能出现急弯(其弯曲段长度不得小于30m)。推、拉完毕后,手

把必须及时回零,保证前后溜成直线。严禁停溜时进行推拉溜作业,

防止前后溜带回煤发生压溜及卡、飘链事故。

④放顶煤

移过支架、后部刮板输送机正常运转(即高速运转)时,方可放

煤。一旦输送机停止(或低速)运转时,立即停止放煤。

i初次放顶煤

工作面回采初期,顶板比较完整,放煤较困难。为提高初采放煤

回收率和尽快达到放煤标准,可采取以下措施;

放慢割煤速度,增加顶煤空顶时间:反复升降支架,迫使顶煤与顶板

离层;两端头附近的顶煤可同时升降数组支架,使其破碎垮落。

ii正常放煤

A、放煤工艺;采用双人双轮顺序放煤法

B、放煤步距:0.8m即一刀一放

C、放煤操作;收回插板,操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位

置(保证放出的顶煤落入后溜槽中)。可多次反复伸收尾梁,

使大炭破碎。放煤结束后收起尾梁,伸出插板,对后溜进行

遮掩,防止大块研石落入后溜。第一放煤工首轮放出的煤量

不少于顶煤的2/3——1/2;相隔10-20架,第二名放煤工

进行第二轮放煤,见研停放。一般情况下,两轮放完,特殊

情况下放第三轮。

iii放煤管理

A、由地测部门监督,风、运两巷及工作面每隔50m向顶板打钻

探煤厚,以利于生产过程中的顶煤回收管理。

B、每班固定两个专职放煤工。放煤时必须做到架架见研,并严

格见研关窗,既要保证回收率,又要保证煤质。

C、放煤时,注意煤流中研石涌出情况,防止大块肝石涌入后溜。

放煤完毕后,及时伸出插板档研。

D、后溜司机要随时观察后溜煤量,防止后溜负荷大而发生压溜

或断链事故。

E、加强现场监督检查,最大限度提高顶煤回收率。

第四部分劳动组织与主要技术经济指标

一、作业形式

本面采用“三采一准〃四六指作业形式。即三班生产一个班检修。

二、正规循环作业(如图4——1所示)

三、劳动组织(见表4——1)

四、工作面主要技术经济指标(见表4——2)

第五部分顶板管理与矿压观测

一、支架选型验算

(1)矿压参数预测

i、根据矿生产可提供的像似工作面矿压数据为:直接顶初次垮

落步距为10T4m,老顶初次垮落步距为20—30m,周期来压步距

2

为9-12mo回采期间采场最大压强为547KN/m

ii、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点

估算,采场最大压强为:P=9.8Nhr/1000

其中:P——采场压强

N——取8(按要求,支架载荷取8倍采高岩重计算)

h-----煤层的采高,取3.1m

r——顶板岩石平均密度,取2500kg/n]2

故,P=9.8X8X3.IX2500/1000=608KN/m2

综上所述,本工作面支架的强度应大于608KN/m2

(2)支架说明书(见表5——1所示)

表5——1ZFS-6000/17/33型放顶煤支架(郑州)说明书

项目参数项目参数

支架型号ZFS-6000/17/33支撑高度1.7—3.3m

重量2055000kg操作控制快速本架操作

工作阻力6000KN初撑力5232KN

底板比压1.8支护强度0.79MPa

工作液介质3-5%乳化液额定供液压力31.5MPa

支架宽度1.43-1.6m支架中心距1.5m

尾梁摆角68.23°移架步距0.8m

(3)支护参数效验

支架工作阻力;600KN>608X7.02=4268.2KN符合要求

支架初撑力:5232KN)608X7.02义80%=3414.4KN符合要求

支护强度;0.79Ma>0.68Ma符合要

综上所述,选取ZFS-6000/17/33性支架能满足工作面顶板支护和

安全要求。

2、工作面支护

排头架ZTF—6500/22/236组(排头3组排尾3组)

中间架ZFS-6000/17/23156组

3、最大空顶距及最小空顶距

顶板最大空顶距;Lmax=L+Lx+Ld+D

=2920+1550+800+324=5594mm

顶板最小空顶距:Lnin=L+Lx+Ld

式中:L一一支架顶梁长度2920mm

Lx-----前梁长度1550mm

Ld——支架端面距324mm

D——采煤机截深800mm

4、工作面顶板管理要求

(1)泵站压力达到30MPa,乳化液浓度保持在3〜5%。

(2)机组司机必须保证煤墙采直割平,顶班无台阶下沉。

(3)正常工作时,机组割煤后,必须及时追机移架;顶班破碎

时,采取代压超前移架,并将逼板及时打出升紧;片帮宽或发生

局部漏顶时,要及时停机上料管理。

(4)移架时,要先降柱后升柱、微降前柱,快速将支架移出。

(5)移架后,支架顶梁与顶板必须接触平稳,其最大仰俯角不

得大于±7°,保证支架界定严密。

(6)移架后,支架间无明显错差(不超过侧护板的2/3),支架

不挤不咬,架间空隙不超过200mm

(7)如果支架间出现空隙;超过300mm,必须架设一梁二柱弹体柱

大板棚;超过500mm,现在支架上上平行半圆(或道木),然后架设

一梁二柱单体柱大板抬棚进行管理。

(8)加强支架检修质量,保证无串,漏液现象,支护状态良好,初

撑力和工作阻力符合支架设计要求。

5、备用配件的存放

支架立柱、逼帮板、千斤顶等大型配件,存放于风巷车场口往里,外

帮50m范围内,有检修班统一挂牌管理。

支架上所需的液管、操作阀、两通、三通、安全阀等小型配件,存放

于工具房内,由工具员统一管理。

支护材料统一堆放在风巷外帮,距工作面50m以外。

二、两巷及安全出口管理

1、运巷超前支护管理

运巷超前2.0m架设一梁二柱单体柱F[型梁棚管理(单体柱3.5

m或3.15m,F[型梁3.8m),棚距1.1m。

2、风巷超前支护管理

风巷超前2.0m架设一梁二柱单体柱II型梁棚管理(单体柱3.5

m或3.15m,F[型梁3.2m),棚距1.1m。

3、两端头安全出口管理

安全出口符合《煤矿安全规程》要求,净高不得低于1.8m,净

宽不得小于0.7m,并随时清理浮煤杂物,保证两安全出口畅通。

(1)机头安全出口管理

本工作面端头采用三组ZTF—6500/22/23型排头架管理。机

头空档距离为3m。具体管理如下;采用平行工作面打设大板棚(单

体柱3.15m或2.8m,大板4m)加两排平行顺槽一梁三柱单体柱n

型梁抬棚(单体柱3.15m或2.8m,TI型梁4m)联合支护。具体要

求为;两排n型梁抬棚分别架设在转载机的里、外帮,n型梁梁头与

运巷超前支护对接,r[型梁梁尾与排头架尾梁触平齐。大板棚(里帮

为排头架挑大板,外邦是单体柱点柱)棚距为800rnmo在回采过程中,

当与大肚道等特殊情况,4m达板棚架设完毕后,与外邦的空隙大于

500mm,要平行顺槽架设一梁三柱单体柱大板抬棚管理。如图5—1

所示。

(2)机尾安全出口管理

段位是用三组ZTF-6500/22/23型排尾架管理。机尾空档

管理如下:在回采过程中,当空档不大于1m时,距巷道外帮500mm

平行顺槽架设1排1m较接梁,当空档距离在1—2m匙,平行顺槽

架设2排1m较接顶梁,钱接顶梁打设排距800~900mm,最外一排

距巷道帮800mm。较接顶梁梁头与风巷超前支护对接,较接顶梁梁尾

与排尾架尾梁处平齐。如果因前溜机尾过长或安全出口不畅等因素影

响时,影响段较接梁提前回撤掉,局部顶班破碎时一,架设一梁二柱单

体柱大板棚管理,如图5—2所示。

4、机头三角区管理

为便于机头三角区顶板管理和防治排头架拉架时,排头架与正规

架架间漏煤,以及转载机机尾处的顶板管理,严排头架和正规架平行

于工作面铺设单层经纬网(规格为1XIOm)和钢丝绳(绳经不少于

5分)。金属网短边伸出巷道1.0m,与巷道顶网联两行,每行孔孔相,长边

搭接不少于100画,联一行,孔孔相联。钢丝绳一头要伸出巷道与煤壁墙网

相联300mm,另一头与正规架上的网相齐,钢丝绳与金属网隔300mm

联一孔,绳间距800mm。顶班破碎严重或片帮宽时一,三角区要上料管

理。在排头架尾梁处,每推进一刀,在后留老塘侧打设1〜2根圆木

仓戈点柱(点柱要打设在钢丝绳下,且迎山有力),以保证后溜老塘侧

与转载机机尾处的空间。联网、上料及打点柱时必须停机闭锁前后溜

及转载机。

1、机尾三角区管理

在三角区平行于工作面铺设两片金属网(规格为1X3m),长

边对接,孔孔相联,短边搭接不少于100mm,联两行,每行隔孔相联,

两行脸孔交错;与巷道顶网搭接不少于500mln,联两行,每行孔孔相

联。并在三角区出两组排尾加上上平行半圆管理。联网、上料必须停

机闭锁大溜,严格执行敲帮问顶制度,并设专人监护。

2、风、运巷顶板管理

若风、运巷局部地段出现顶板开裂离层、造成坠包现象。坠包处

架设一梁二柱大板棚管理(运巷用4.0m大板,风巷用3.2m大板)。

3、两巷的日常检查维修

1)严格按规程规定对风、运两巷进行顶板离层、表面位移进行

观测。

2)每班验收员要对风、运两巷锚杆、网片的完好情况及巷道的

承压情况进行检查,发现锚杆松动、网片开口或压力增大等情况,要

及时汇报并处理。

三、矿压观测

1、矿压观测的目的

为了掌握工作面顶板来压规律,分析回采空间支架与围岩相互作

用关系,为决策指挥和顶板及巷道支护设计提供科学依据。

2、观测内容

1)工作面支架初撑力、工作阻力;

2)风、运两巷表面位移和顶板离层;

3)风、运两巷超前应力观测

3、矿压观测的方法

1)工作面矿压观测

(1)本工作面安装一套FGJ——B型矿压检测系统对支架初撑

力、工作阻力进行观测。

(2)测站布置:按三线观测方案布置:机头10#11#12#,中

±±++1+±±±±±±±±±±±±

间555657100101102、机尾145、146147架前后立柱各

一块压力传感器,观测压力支架的初撑力和最大工作阻力。监测系统

布置如图5—3所示。

2)风、运两巷表面位移和顶板离层观测

(1)测站布置:风、运巷顶板离层指示议和表面位移测站,在

掘进过程中已经布置好。

(2)观测方法:采用KM——1型收敛计进行表面位移观测,

采用ZLZ——1型顶板离层指示仪进行顶板离层观测。

(3)风、运巷超前支护应力观测

观测方法:采用DCY——2单体柱压力巡回检查仪进行超前应力观测。

1、系统安装

生产科出矿压观测方案,综采队按方案要求安装好。

2、维护使用

系统由综采队专职电气工进行维护,保证系统工作正常,如有损坏及

时报生产科进行修复更换。

3、观测方案的实施

1)系统直接和生产科检测计算机连接,直接观测当日支架工作

状态及顶板来压情况。

2)对两巷超前支护单体柱,队组每日进行一次压力测试,每旬

向生产科交一份测试记录表。

3)矿压观测总体由主管工程师负责。

4)队组每周对两巷顶板位移观测一次,并填写记录表。

四、初次来压和周期来压期间的顶板管理

根据生产科提供的资料预计,本工作面老顶初次来压步距在20〜

30m范围内,周期来压步距在9〜30m范围内。

1、初期来压和周期来压期间的顶板管理

1)在初次来压和周期来压期间,必须保证工作面采直割平;

2)支架必须达到初撑力要求,保证支架接顶严密;

3)及时移架,减少空顶时间和空顶距离;

4)泵站压力达到30MPa,乳化液浓度达至I13〜5%。

5)其它严格执行顶板管理要求中的有关规定。

1>当工作面推进40m后,顶板仍不跨落,必须及时补充措施,

进行人工放顶。

2、初采期间顶板管理领导组

矿领导组:组长:杨同敏

副组长:张长根:贾双春周志利

成员:杨建立:霍灵军阎平义

队领导组组长:赵建东解文斌

副组长:韩志国史红邈

成员:全体队干及班组长

第六部分一通三防

一、通风

1、通风方式

本工作面实行“J”型通风方式。

2、通风路线(如图6〜1所示)

新鲜风流由52进风井——52进风巷——52北皮——5208运巷

——5208工作面——5208放水巷或5208风巷——52专用回风巷一

—52轨道----630北总回----西风井----地面

3、通风管理

1)、严禁损坏通风设施;严禁将运巷车场两道风门同时打开或一

道风门长久敞开。风门前后5m范围内,严禁堆放任何物料,保持物

杂物、无积水、无淤泥、巷道支护完好;

2)、两巷堆放物料时,严格案标准堆放(具体标准见第七部分),

严禁影响通风;

3)监护巷道的测风、瓦斯、注水等牌板,不得丢失损坏。

4、风量计算

1)、按瓦斯涌出量计算

本工作面采用“J"型通风,瓦斯尾巷通过风量按1000m2/min

计算:瓦斯尾巷排放瓦斯浓度按2.5%计算。

瓦斯尾巷排放瓦斯量Q尾排=1000*2.5%=25m/min

通风科预报本工作面瓦斯绝对涌出量为28.8m/min

工作面回风巷排瓦斯量Q回排=28.8-25=3.8m/min

回风巷风量Q回=100*(1-n)*Q回瓦*K/(1+m)(m/min)

其中K——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.3

m——瓦斯涌出量与工作面风量比值,取0

n——瓦斯抽放率,本面不进行瓦斯抽放,取0

故,Q回=100*(l-0)*3.8*1.3/(l+0)=494m/min,取1500m/min

2)按工作面温度计算

Q采=60VS(m/min)

其中:V——采煤工作面平均风速m/s,按采煤工作面空气、温

度、湿度的对应关系,取0.9

S——采煤工作面的平均断面积(m)

故,Q采=6.0*0.9*(3.0*5.4+3.0*4.6)/2=810m/min

3)按人数计算

<3采=4*100=400m/min

4)采煤工作面最低风量的规定

高瓦斯区综放工作面配风量不应低于800m/min

5)按风速验算:

按最高风速验算:

Q采<240S=240*(3.0*5.4+3.0*4.6)=3600m/min

其中:S——采煤工作面的平均断面积(m)

按最低风速验算:

Q采>15S=15*(3*5.4+3*4.6)/2=225m/min

综上所述,本工作面需用风量取1500m/mino

5、当工作面推进到5208瓦斯巷时,另补措施。

二、瓦斯管理

1、瓦斯监测监控

1)按规定要求:风巷距工作面10m范围内,、风巷车场口往里

10~15m\3208放水巷水泵处、5208放水巷车场口往里10〜15m处、

抽出式风筒口往外0.1〜0.3m处、抽出式风筒出风口往外30m处,各

安设一台瓦斯传感器——(型号FDZB—ZC),断电点分别为

1.5%、1.0%、1.5%、1.0%、3.0%和2.5%。供电二队在52/1变电所

内安装一台用于为监控分站供电的专用综保。风巷三岔口附近安装一

台型号为JKF94监控分站,并实现工作面电气设备的瓦斯电闭锁。

2)、监控装置的安装

自动化科在工作面移交生产前安装好,在生产过程中按规定定期效

验,并负责整个系统的日常维修。

3)、监测装置的维修与使用

(1)综采队负责传感器的日常维护。保证传感器不被损坏或丢失。

发现异常,及时通知自动化科进行检查处理,保证监测装置处于正常

工作状态。

(2)每日由检修班电气组长负责往外移动传感器。

(3)生产期间,风巷工作人员要维护监控装置,严禁碰撞或洒水。

(4)传感器的吊挂标准

传感器吊挂距顶板不大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm并进

行挂牌管理。

(5)监测监控系统如图6——2所示。

2、瓦斯管理

1)工作面上隅角每班吊挂便携式瓦检仪,报警点L5%。

2)如果机尾上隅角瓦斯超限(浓度大于1.5%),在排尾架喝正

规架之间、后柱到煤墙间挂挡风帘,加强机尾上隅角通风,防止局部

瓦斯积聚。

3)端尾架后部安装喷雾装置,以冲淡局部瓦斯。

4)跟班队干、班组长、电气工、机组司机下井,必须携带便携

式瓦检仪、报警点为1.0%。

5)瓦检队每班派专职瓦检员,对工作面各地点瓦斯进行巡回检

查,并认真填写瓦斯管理排板。瓦斯超限时,跟班队干,班组长必须

服从瓦检员安排。

6)工作面瓦斯浓度,二氧化碳浓度达1.5%时,电动机或开关附

近20m范围内风流中瓦斯浓度达1.5%时必须停止工作撤出人员,切

断电源,进行处理。

3

7)工作面体积大于0.5m的空间,局部积聚瓦斯达到2%时,必

须停止工作,撤出人员,进行处理。

8)因瓦斯浓度超过规定而切断电源的电器设备,机器都必须在

瓦斯浓度降到现以下时方可复电开动。

9)执行《煤矿安全规程》瓦斯管理有关规定。

3、隔爆措施

1)风、运两巷距工作面60〜200m范围内吊挂隔爆水袋,水袋容

量为30升,每排4个,排距1.6m横向吊挂,并悬挂隔爆水袋说明

牌。

2)水袋吊挂数量满足《煤矿安全规程》中“每平方米巷道断面

200升水量〃的要求,即:

运巷:12*200/30=80个取84个,共21排,长度32m。

风巷:10.5*200/3=70个取72个共18排,长度2.9m。水棚维

护人员至少每旬补水一次,确保水袋内水量。

三、综合防尘

1、队长、书记负责全队综合防尘工作,积极搞好宣传教育。

2、坚持煤体注水,每天由防尘队派专人进行

3、风运两巷各铺设一趟4寸供水管,在管路上安装水质过滤器,

确保水质。

4、采煤机安装内、外喷雾系统,保证雾化效果。

5、在支架前梁下和掩护梁侧安装架前、架后自动喷雾系统,实

现降架和放煤同步喷雾降尘。由支架工和放煤共负责维护。

6、各转载点安装喷雾设施,要求喷嘴距落煤点不大于0.5m固定

牢固,保证雾化效果,由各转载点司机负责维护。

7、破炭器两侧要封闭,出煤口安装一道不少于两个喷头的洒水

装置,由转载机司机负责。

8、运巷在列电外30〜50m风巷距工作面30〜50m各安装一道五

喷头的净化水帘,要求迎风喷雾,保证雾化效果,封闭巷道全断面,

生产过程中喷雾打开,停机检修时关闭。每班由专人负责维护。

9、每个生产班冲洗工作面支架、风运两巷超前维护段和各转载

点前后10〜20m。修巷班每日冲洗风运两巷及车场,确保无煤尘堆

积。

10、检修班每天对各防尘设施进行检查维修,保证正常使用。

11、做好个体防护,佩带防尘口罩。

四、防灭火

1、加强机电设备检修,消灭电器设备失爆现象。

2、机电设备检修时,严禁带电作业。

3、井下电缆严格按标准吊挂。严禁侵水或淋水,做到“三无”,

防止因漏电发生火灾。

5、完善设备的各种保护,每天由检修班负责检修,严禁任意甩

保护作业。

6、严禁采煤机割支架前梁,逼帮板及底版。避免产生火花。

7、皮带坏托馄及时更换,淤煤塞死托馄及时清理防止托馄不转

与皮带摩擦起火。

8、严禁在井下敲打或拆卸矿灯。

9、妥善保管各种油脂,废旧棉纱等不准随意乱仍,要就地掩埋

或放入盖严的铁桶内。

10、以下地点要备有干粉灭火器;皮带机头4个、工具房2个、

电气列车两端各2个。井下作业人员都必须掌握灭火器的使用方法。

以备紧急情况下使用。

11、皮带机头、电气列车、运巷车场移变处要各备有一个灭火沙

箱(尺寸为1*0.6*0.7),且每个砂箱内各设置有一把小锹。

4、运巷配备消防水管,4寸供水管每50m安设一个甩头,水管

与甩头连接好。

第七部分辅助运输

一、辅助运输系统如图7—1所示。

二、阻车器的设置

1、风运两巷轨端与运巷车场终端必须各设置双轨阻车器一道,

阻车器前横放一根道木,并用双股8#铅丝捆绑牢固。风运两巷轨端

阻车器距轨头的距离不小于3mo

2、风运车场终端由搬运队,安设双轨阻车器一道,综采二队负

责维护,严禁随意打开或挪用。

三、移动电气列车操作规程

1、移动列车前,要对列车护绳、连车板,绞车的开关、按钮、

压俄柱、将军柱、钢丝绳及绳头等进行认真细致检查,确保其完好可

靠,严禁带病作业。

2、移动列车前,要检查列车的各平板车之间联结是否牢固,发现

问题及时处理.

3、移动电气列车前,列车两侧及轨道上的杂物必须清理干净,列

车附近及列车前的巷道要够宽、够高,不得有擦顶碰壁现象,否则必

须进行处理。

4、各部列车必须入轨,移动前必须切断工作面高压电源,并拔

出接地极。

5、电气设备移动前应先固定好移动位置,严防拉环工作面电缆

或设备。

6、移动列车前,绞车速度应适当,严禁猛拉硬移。

7、移动列车前,绳道两侧、绞车前、列车上、下帮严禁行人或

作业。

8、遇到列车下坡时,列车后方必须用绞车牵拉。具体方法:列

车后方10m打一将军柱(直径不得小于200mm),用小链配马蹄环挂变

向轮牵拉,变向轮勾头用8#铅丝封口.严禁放飞车,移动后必须采取

防跑车措施。

9、移动列车后,打设好列车阻车器,将电缆盘好放牢,并设接

地极。

10、在整个过程中,队干、班组长必须现场指挥。

四、绞车设置及固定

1、风巷距工作面80〜100m,运巷距工作面80〜140m处,各安

设一台JM—14绞车;运巷三岔口安设JH-5型绞车一台(服务长度

25m)。

2、各部绞车均采用“一压两仓戈一将军柱”法固定,即在绞车减

速器侧打一根压柱,绞车前两侧各打一根跄柱,后部打一根将军柱,

用小链配马蹄环与绞车联接,各柱必须用护绳与工字钢棚或顶网拴

牢。

3、绞车压仓戈柱必须使用直径不小于160mm的优质坑木,压仓戈柱下

部必须支撑在绞车底盘上;柱顶要有不小于lOOmin的柱窝;压柱要垂

直直顶底板,俄柱应前倾与底板成75〜80。角。压仓戈柱的打设不得影

响司机的视线和操作。

4、将军柱使用直径不小于200mm的优质坑木。要求柱顶要有不

小于100mm顶柱窝,柱体前倾与底板成75〜80。角,打设牢固。

5、钢丝绳必须用专用的卡绳装置卡牢,不得系在滚筒上。绞车

松绳至终点,滚筒上至少留有三圈绳不得放出。收绳后,最外层绳低

于滚筒边沿不少于2.5倍绳径。

6、绳头卡绳长度不少于600mm,绳卡不少于3道,绳卡间距均

匀,并要求一反一正打设。

7、绞车采用控制按钮远距离操作,严禁用开关就地操作。

五、警示系统及固定

1、绞车服务长度在30nl以内,可进行喊话联系:服务长度超过

30m时,绞车作业区域两端设置独立的、声光兼备的双对双打信号系

统。

2、信号含义为“一声停,二声开,三声松绳”。紧急情况下,急

速上下晃动矿灯或打“乱点”,非紧急情况下严禁任何人使用此信号。

六、轨道质量标准

1、轨距允许偏差5〜10mm,接头处轨缝间距不大于10mm,两股

钢轨应水平,误差不大于10mm。

2、接头处轨枕无失效,其他地方五三根连续失效,轨枕铺设均

匀,间距不大于0.8m.

3、扣件、道钉数量齐全,坚固有效,符合规定。

4、道床煤渣应掩埋轨枕2/3以上,无浮枕。

5、巷道内积水不得超过轨面。

七、物料堆放标准

1)物料堆放于风巷外帮和两巷车场,实行挂牌管理。

2)物料堆放离开轨道不少于300mm,不得影响通车。

3)物料堆放高度不超过1.2m,以免发生倒塌。

4)物料要堆放整齐,支一层放一层,且要一头对齐。

5)大型配件(如溜槽、逼帮板等)必须用双股8#铅丝与巷道

金属网(或钢筋梯子梁)连接牢固,防止倾倒。

6)移变、绞车、按钮、信号前后10m范围内及风门前后5m范

围内,严禁堆放任何物料。

八、其他

1、绞车司机必须持证上岗。

2、坚持“行车不行人,行人不行车”制度。

3、运搬二队队绞车,综采二队不得随意使用。

4、风巷轨道尽头(尾轮处)设置警示红灯。

5、当尾轮距风巷超前维护段10m时,必须通知运搬二队缩尾轮,

一次缩尾轮队长度不得超过50m,道轨、道木道回收由综采二队负责。

6、风、运巷轨端阻车器及运巷车场终端阻车器都必须挂牌管理,

由修巷组负责。

第八部分煤质管理

1、队成立煤质管理小队,设置煤质网员,在矿煤质科领导下抓

好煤质工作。

2、队煤质网员每旬向煤质科汇报一次煤质情况。

3、机组司机必须掌握好采高,割煤时严防啃底。

4、放煤过程中,要求放煤工控制好煤流中队砰石,放煤完毕及

时升起尾梁,伸出插板挡肝。

5、煤流中如由大块研石,各转载点司机必须及时停机拣出。严

禁煤流中有木块、铁丝等杂物。

6、机组喷雾、支架喷雾、各转载点喷雾及两巷净化水幕必须保

持雾状,停机必须停水。

7、风、运两巷必须设杂物箱,定期集中装车上井,不得与煤同

运。

8、两巷及工作面积水用水泵排除,严禁往皮带上排水。

9、在生产过程中,要杜绝煤水混出,不得影响煤质。

第九部分安全措施

一、预防五大灾害措施

1、防水:

1)、该面是52采区西冀北面第一个回采工作面,周围石未采区,

在掘进过程中,淋水较大,在回采时会有较大的涌水,预计一般涌量

在60〜80m3/h(1〜1.33m3/min),最大涌水量为100m3/h(1.67m3

min)o

2)在回采初期,老顶第一次来压,瞬时涌水量较大,因此,必

须加强工作面第排水管理,在防水巷口,安装一台2*1/2LWP型污水

泵。在工作面备用两台流量不小于30m3/h的潜水泵,保证工作面来

水及时排除。列电处(或转载机机身上)要求设一台2*1/2LWP型

污水泵。在风、运两巷的低洼处,安装流量不小于30m3/h的潜水泵,

保证两巷的积水及时排出。

3)加强工作面回采过程中顶板变化情况观测,发现有透水征兆,

应采取果断措施,立即停止工作,向调度室汇报,并按避灾路线撤到

安全地点。

4)工作面透水前,一般有如下征兆:

A、煤壁发潮、发暗,如挖出一层,还是发潮就,说明附近有积

水。

B、煤壁挂汗。

C、巷道压力增大,淋水增大,底板鼓起有渗水。

D、出现压力水流。

E、有水声出现,如嘶嘶声或空洞泄水声。

F、有乩S、co?或瓦斯气体出现。

G、煤壁出现“挂红”,酸味大,有臭鸡蛋味。

1、防顶板事故:

1)安装一套KGJ—B型矿压监测系统,队工作面支护状态进行监

测。

2、)保证泵站压力达到30Mpa以上,确保支架初撑力,保证液压

系统不串液,不漏液,支架工作状态良好。

3)、支架顶梁与顶板接触平稳、严密,不上仰下俯。

4)、机组司机、支架工、顶溜工必须协调配合好,确保工作面采

直割平。

5)、顶板破碎时,要超前带压移架或紧跟机组前滚筒移架。移架

时,要少降快移。

7)局部煤壁片帮较宽,超前移架并伸出逼帮板仍不能探彻煤壁

支护顶板时,支架挑垂直半圆(大板)护顶。防止漏顶事故发生。

8)、根据现场实际,必要时矿适当缩小大溜弯曲段,以便与支架

能及时移出,支护顶板。

9)、进入煤墙内作业时,必须用半圆逼帮(顶板破碎时,支架上

挑道木或半圆护顶),并停机闭锁大溜,作业人员敲帮问顶,找好退

路,在专人监护下进行。

10)处理冒顶时,必须待顶板冒落稳定后,停机闭锁前后溜,方

可作业。作业人员严格执行敲帮问顶制,并找好安全退路。

1、防尘、防火、防瓦斯,见“一通三防”内容。

二、探煤厚措施

1、探煤厚前,必须检查探煤点附近点支护情况,严格执行敲帮

问顶制。必要时,搭设牢固可靠顶工作台。

2、煤电钻必须使用煤综保,且各种保护齐全完好。

3、探煤厚时,必须两人以上协作,并设专人监护。

4、所有探煤点及煤综保附近20m范围内,瓦斯浓度不超过1%。

否则,必须先进行处理后,方可停止。

三、停风后应急措施

1、工作面若发现停风,必须立即停止作业,向通风调度汇报。

并将所有作业人员集中到新鲜风流中待命。

2、恢复送风时间达10分钟后,先由瓦检员队工作面各瓦斯检查

点进行一次全面检查,在机尾上隅角瓦斯浓度不超过1.0%与风巷瓦

斯浓度在1.0%以下,其他地点五瓦斯积聚的情况下,方可允许作业人

员进入工作地点作业。

3、当瓦斯浓度超过规定值时,不得开机作业。

四、皮带运料的安全措施

1、皮带运料仅限于运送下列品种:4寸、2寸水管、道轨、道

木、皮带撑杆、H架、托辐、n型梁、单体柱及工字钢等。运送区段

仅限于转载机机头至运巷车场三岔口。

2、皮带运料必须遵循“停机上下料”原则,装料人员首先和皮

带司机用电话取得联系,说明所运物料等名称、规格、数量,保证放

料人员安全。

3、向皮带上堆放物料时,必须在停机闭锁状态下进行,物料要

放在皮带中间,并放平支稳,其宽度不得超过皮带两边缘。

4、物料摆放间距不小于3m。运冗型梁时,每堆最多3根;运道

轨(水管)时,每堆最多3根,摆放间距不小于5m,两端垫皮,防

止撕坏皮带。不得用皮带运送电机、减速机等大型设备。(特殊情况

另补措施)

5、用皮带运料期间,卸料点必须有专人接应,装料点和运料点

设专人警戒,巷道内严禁行人或作业。

6、装卸料人员至少两人协作。装卸料时,严禁任何人打开机信

号;装卸料完毕,与皮带司机取得口头联系后,方可打点开机。

7、严禁用底皮带运送物料。

8、运巷车场口设置急停皮带按钮(拉线开关)和信号。

9、严重变形的道轨、皮带架、工字刚等严禁用皮带外运。

10、运巷运8〜运9点间设置急停皮带带按钮(拉线开关)和信

号。在运料期间,设专人监护。

五、防止大溜窜动与支架倾斜安全技术措施

本工作面倾角较大,两部刮板输送机均为端卸式,存在底链拉回

煤的缺点,为保证机头合理搭接卸载,需采取以下措施:

1、支架工、机组司机、顶溜工必须密切配合,保证工作面采直

割平。

2、严格掌握好两巷推进度,确保工作面平行推进。

3、随时观察运输机顶窜动趋势,超前采用甩头(尾)或赶溜措

施。

4、发现支架倾斜时,需及时摆架扶正。

六、机头、尾错刀安全措施

由于风运两巷里帮打有铁锚杆,且巷道里帮有金属网片,为防止

采煤机割住锚杆甩出伤人,特制定如下措施:

1、工作面错刀前,端头、尾工回收金属网时一,回收人员站在支

护完好地点,经敲帮问顶,确认无危险后,用网剪将钢筋梯子梁周围

底金属网自下面而上剪开取下(剪网超前煤壁L6m进行,当煤墙不

完整时,剪网超前煤壁0.8m进行)。

2、采煤机距机头、尾5m时,停机,闭锁大溜,由主司机检查

错刀准备情况,若锚杆能取出,先取出放到制定地点,确认无问题后,

方可进刀。

3、采煤机距机尾3m时、闭锁大溜,机组摘刀、平拱,拱松煤

体,停机取出锚杆和梯子梁。

4、进煤墙侧取锚杆时,严格执行敲帮问顶制度,由班组长用长

把工具捅落活煤杆,观察顶板煤墙状况,确认无危险时方可进入煤墙,

顶板破碎时,必须打好临时逼帮柱。

5、严禁机组硬割锚杆

6、大溜司机要密切注意煤流,若发现有锚杆,及时停机,闭锁

转载机及前后溜,将不慎掉入煤中的锚杆取出,不得缠在前溜刮板间

或与煤同运。

7、错刀期间,机组正前方及前后5m范围内,严禁有其他人员

作业或停留。

8、里帮锚杆必须取完后,方可割煤。

9、错刀期间,跟班队干、班组长必须现场监督指挥,闲杂人员

离开作业区域。

七、TK—100与TK—200通讯控制系统维护措施

1、工作面前、后运输机及胶带运输机过载报警必须保证正常工

作,不得随便停用。

2、控制器由跟班电工负责操作,任何人不得随意改动控制器参

数。

3、任何人不得金属等器物敲打控制器键盘及电话机送话孔。

4、运行中任何人不得随意打下闭锁按钮。

5、不得用高压水管冲洗话机。

6、话机后腔内的煤粉要经常清理,以免影响放音效果。

7、检修班每天对控制系统进行检修,保证闭锁按钮、送话机按

钮灵活可靠,如有问题及时处理。

8、所有扩音电话必须安装具有一定强度的防护罩,并采取有效

的防水防尘措施。

八、架设与回撤单体柱冗型梁棚安全技术措施

(一)单体柱冗型梁棚架设:

1、作业前,首先观察作业区域的顶板煤墙状况,严格执行敲帮

问顶制度,确认无危险时方可作业。

2、避开顶板锚杆,并用长柄工具将顶板凸起部分凿平,两人以

上协助,站在扶梯上,将f型梁抬起贴紧顶板(在运巷作业时,可先

将…型梁抬到转载机身上,作业人员站在转载机上作业),用8#铅丝

把n型梁两边与巷道顶网拴牢固。

3、将单体柱竖直放在梁端下,一人扶柱,一人缓慢送液,将单

体柱升起,保证四牙卡住门型梁。

二、单体住北型梁棚回撤:

1、冗型梁回撤在排头尾架梁头前进行。

2、回撤:n型梁时,先将…型梁与顶网相联铅丝解开,回撤时,

人工站在扶梯上(或转载机身上)抬住兀型梁。

3、两人协助将单体柱放液,由人工将冗型梁抬下。

三、安全注意事项:

1、作业时应架设牢固可靠的铁梯或工作台。

2、架棚时,单体柱距冗型梁两头不得少于两个牙。

3、打柱时,一人扶柱,一人操作液枪,保证单体柱达到初撑力

要求,垂直顶底板,四牙吃劲,柱底垫鞋板。

4、所有单体柱的三用阀方向必须一致,单体柱成直线,偏差不

得超过±50mm。单体柱于单体柱之间必须拴好护绳,保证支护完好,

严禁出现挤扭棚。如有断梁、断柱或自落柱必须及时更换。

5、n型梁与巷道顶网之间用刹杆、木板等垫平垫实防滑,严禁

出现兀型梁不接顶。

6、架设、回撤弘型梁时一,必须在转载机、大溜停机闭锁状态下

进行,并设专人看护按钮。

7、回柱时一,必须用长把工具远距离操作,操作人员严禁站在单

体柱可能倾倒的方向。

8、架棚、回棚作业过程中,作业地点前后5m范围内,严禁有

其他人员作业或停留。

9、作业过程中,设专人监护,作业人员搞好互联保。

九、架设与回撤单体柱较接梁安全技术措施

1、单体柱较接梁的架设

首次架梁时,二人分别站在铁梯上抬住钱接梁,然后用铅丝将较

接顶梁两端与顶网拴牢,最后在钱接顶梁中间打设一单体柱。

正常架设时,先将较接梁的一端挂在前排较接梁上,一人站在铁

梯上抬起较接梁端另一端,在较接处插入扁销,然后在顶梁正中间打

好单体柱,根据现场顶板变化情况,可将扁销取掉。

2、单体柱较接梁的回撤

钱接梁与排尾架尾梁平齐时开始回撤。

先在校接处安好扁销,再用长把工具将单体柱回掉,一人站在铁

梯上抬柱较接梁,将扁销用小锤缓慢敲掉,慢慢将较接梁放下,最后

摘开联接销,取下较接梁。

3、安全措施

1)、安装扁销必须拴好防护链。

2)、架梁、回梁作业过程中,铁梯必须靠牢。

3)、单体柱与钱梁顶梁的接触部位要打平卡正位置。单体柱柱底

垫鞋板。

4)、所有单体柱的三用阀方向必须一致,单体柱成一直线。单体

柱与单体柱之间拴好护绳。

5)、已架设较接梁前端保证悬吊一架梁,以利于穿销掉挂。

6)、架梁作业过程中,严格执行敲帮问顶制度,设专人监护。

7)、回柱时,必须用长把工具远距离操作,并提前检查护绳牢固

情况。防止单体柱倾倒伤人。

8)、架梁、回梁作业过程中,作业地点5m范围内不得有其他人

作业或停留。

十、风、运两巷加强支护(架设铁柱打板棚)安全技术措施

(一)具体方法

1、架棚时,扶梯必须搭设牢固可靠。

2、大板由两人以上协助抬起,贴紧顶板,并用8#铅丝与顶网拴

牢。

3、大板与顶板之间用刹杆、木板等垫平垫实。

4、打铁柱时,要求一人扶柱、一人操作升柱器,将铁柱升紧升

实。

5、铁柱与帮网之间拴好护绳。

(二)、安全注意事项:

1、架棚作业要搭设牢固扶梯,在皮带上搭扶梯时、应设两人专

门扶牢扶梯,扶梯底用铁丝与皮带架联结牢固,防止滑脱伤人。

2、运巷打设大板棚时,要在皮带停机闭锁状态下进行,并设专

人监护。

3、运巷里帮打铁柱时:严禁随意挪动皮带架,外帮铁柱严禁打

在水管上。

4、在运巷打设打板棚时一,里帮铁柱打在皮带撑架以内,悬挂2

寸管影响时一,将2寸管紧贴煤墙,用铁丝与帮网拴紧,不得印象打设

铁柱。

5、作业过程中,严格执行敲帮问顶制度。

6、作业过程中,设专人监护,作业人员搞好互联保。

7、作业过程中,作业地点前后5m范围内,严禁有其他人员作

业或停留。

8、因铁柱影响工作面移电气列车时,移列车前,应将大板下拴

四道以上双股铁丝与顶网拴牢,再回掉铁柱,列车移过后,及时将铁

柱打起。

十一、运巷转载机机尾段支护安全技术措施

(一)、具体方法

1、随着工作面推进,机头空档处支护的大板(大板棚处帮为单

体柱支护,里帮为排头架支护)到达排头架尾梁后,及时在大板的里

帮打设单体柱点柱支撑。(技术要求如图5-1所示)

2、然后将两排冗型梁棚前移。同时,在转载机里外帮平行顺槽

架设2〜3排较接梁。(架设较接梁措施见第九章第九部分)

3、随工作面回采,两排钱接梁到达转载机机尾处回撤。同时:

在转载机机尾处支设圆木点柱(木柱选用直径不小160mm的圆木)

(二)、安全注意事项:

1、排头架尾梁后至少维护3m长的距离。

2、有断梁、断柱或自落柱必须及时更换。

3、架设较接梁、移兀型梁时,要搭设牢固可靠的铁梯或工作台。

4、架n型梁棚时一,单体柱距n型梁两头不得少于两个牙距离。

5、打柱时,一人扶柱,一人操作液枪,保证单体柱达到初撑力

要求,垂直顶底板,四牙吃劲,柱底垫鞋板。

6、所有单体柱的三用阀方向必须一致,单体柱成直线,偏差不

得超过±50mm。单体柱与单体柱之间必须拴好护绳,保证支护完好。

7、在作业过程中,必须在转载机、大溜停机闭锁状态下进行,

并设专人看护按钮。

8、回柱时一,必须用长把工具远距离操作,操作人员严禁站在单

体柱可能倾倒大方向。

9、在作业过程中,作业地点前后5m范围内,严禁有其他人员

作业或停留。

10、作业过程中,设专人监护,作业人员搞好互联保。

十二、瓦斯尾巷支护安全技术措施

(一)、尾巷超前支护

1、风巷平行顺槽挂两趟钢丝绳,间距1.2m,挂在巷道中间,

与巷道顶网每隔1m用双股网丝联一扣。

2、随工作面回采,机尾空档处支护的钱接梁达到排尾

架尾梁处回撤。然后两人以上协助特制工字钢斜靠在煤帮

上,工字钢上所焊短块平行巷道。(技术要求如图5-2所示)

3、工字钢铺设后,在工字钢焊块下倾斜打一根木柱

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