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文档简介

1118上综放工作面采煤作业规程目录矿审批意见3作业规程学习和考试记录4作业规程复查记录7第一章概况8第一节工作面位置及井上下关系8第二节煤层9第三节煤层顶底板9第四节地质构造12第五节水文地质13第六节影响回采其他因素13第七节储量及服务年限13第二章采煤办法14第一节巷道布置14第二节采煤工艺错误!未定义书签。第三节设备配备20第三章顶板管理24第一节支护设计24第二节工作面顶板管理28第三节顺槽及端头顶板管理30第四节矿压观测34第四章生产系统38第一节运送系统38第二节通防与监控系统39第三节排水系统51第四节供电系统52第五节通讯照明系统54第五章劳动组织和重要经济技术指标56第一节劳动组织56第二节重要经济技术指标表56第六章灾害防止及避灾路线57第七章安全技术办法63第一节普通办法63第二节顶板管理66第三节防治水69第四节“一通三防”69第五节运送管理70第六节机电设备76第七节其它82附图1:煤层顶底板综合柱状图附图2:1118上工作面皮带、轨道顺槽及切眼地质素描图附图3:1118上工作面位置及巷道布置图附图4:采煤机进刀示意图附图5:1118上工作面设备布置示意图附图6:1118上工作面和顺槽支护示意图附图7:1118上工作面通风系统图附图8:1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图附图9:1118上工作面供电系统图附图10:1118上工作面通讯系统示意图附图11:1118上工作面照明系统示意图附图12:1118上工作面正规循环作业图表附图13:1118上工作面生产系统及避灾路线图矿审批意见会审单位及人员签字:采煤专业:年月日安监处:年月日地测专业:年月日总工程师:年月日通防专业:年月日安监处长:年月日机电专业:年月日生产矿长:年月日运送专业:年月日作业规程学习和考试记录作业规程复查记录作业规程名称1118上综放工作面作业规程施工单位采煤三工区复查时间参加复查人员签字一、存在重要问题:二、解决意见:第五节水文地质一、含水层(顶部和底部)分析本工作面水文地质条件较简朴,对工作面回采有影响含水层重要是3煤顶板砂岩含水层,依照1118回采工作面状况,预测最大涌水量为12米3/h,正常涌水量为6米3/h。轨道顺槽准备时底板有少量出水,经电法探测,工作面西部F6断层有含水也许,因而要按规定留足50米防水煤柱,并严格坚持“有疑必探”原则,加强探水。二、涌水量预测该面正常涌水量为6米3/h,最大涌水量为12米3/h。第六节影响回采其他因素一、影响回采其他地质状况详见表五。第七节储量及服务年限一、储量工作面可推动长度为370米,工作面长度为36.8米。工业储量:159368t;可采储量:本矿综放工作面回采率参照值为80%,可采储量:12795t。二、采煤工作面服务年限工作面服务年限=可采推动长度/月设计推动长度=370/(0.6×5×30)=4.1个月第二章采煤办法第一节巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况11采区是古城煤矿首采区,由武汉煤矿设计院1997年11月设计,山东煤炭管理局以鲁煤管规[1998]23号文批准,并于当年投入生产。该采区共分为五个区段,其中-505米、-560米、-760米水平工作面采用伪倾斜长壁布置,-593~-650米水平及北翼采用走向长壁布置。1118上工作面在-760米水平,-760米水平布置有-760轨道运送(进风)巷和-750皮带运送(回风)巷,工作面采用俯斜开采。二、采煤工作面轨道顺槽1118上工作面南侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置,巷道采用圆弧拱断面,净宽3.0米,净高2.8米,断面积8.4米2。巷道内铺设铁轨,重要用于该工作面进风和运料。轨道顺槽采用锚网支护。顶部锚杆为φ20×220O米米等强螺纹钢树脂锚杆,用1卷K2370锚固剂锚固,帮部锚杆为φ20×180O米米等强螺纹钢树脂锚杆,用1卷K2370锚固剂锚固。锚杆排距×间距=800×80O米米。金属网采用网孔为60×60米米8#冷拔丝编织金属网。采煤机用水、工作面两部运送机变速箱冷却水通过轨道顺槽Φ50防尘管路供应。三、采煤工作面运送顺槽1118上工作面北侧顺槽为运送顺槽,沿煤层底板布置。巷道断面与轨道顺槽断面同样。重要用于该工作面回风和运煤。运送顺槽内布置有φ50防尘管路一趟,并设立刮板输送机和胶带输送机,靠工作面侧设人行道。四、采煤工作面切眼切眼位于1118上综放工作面最上部,沿煤层底板布置。矩形断面,净宽5.4米,净高2.5米,断面积13.5米2。采用锚网和锚索梁联合支护,锚杆采用φ20×220O米米树脂锚杆,K2370锚固剂2卷,金属网采用网孔为60×60米米8#冷拔丝编织金属网。锚索使用φ18×800O米米锚索,12#矿用工字钢制作2.1米长工字钢梁。锚杆排距×间距=800×80O米米,锚索梁间距3.2米。五、硐室及其他巷道布置在切眼接近皮带顺槽端布置采煤机组装硐室,深1.5米,长12米,高2.5米,采用锚网支护。在切眼接近轨道顺槽、皮带顺槽端各布置一种液压支架调架硐室,宽3米,长5米,高2.8米。锚网梯支护,锚杆规格:φ20×180O米米,排距×间距=800×80O米米,K2370锚固剂1卷,金属网采用网孔为60×60米米8#冷拔丝编织金属网。附图3:1118上工作面位置及巷道布置示意图。第二节采煤工艺一、采煤办法和回采工艺1、采煤办法1118上工作面采用倾斜长壁放顶煤技术,一次采全高所有垮落采煤办法。2、回采工艺炮采放顶煤,爆破落煤,人工装煤,刮板输送机运煤,KC-II悬移支架加金属网支护顶板。(1)、采高和采放比拟定采高:依照支架工作高度,拟定采高为2.2米。放煤高度:采放比:(2)放顶煤步距初次放顶煤步距:工作面正常推动,待顶煤自然冒落布满采空区后即开始放顶煤。循环放顶煤步距:采用一刀一放,即循环放顶煤步距为0.8米。(3)、放煤方式:采用单轮顺序放煤方式。(4)、工作面炮眼布置、爆破图表炮眼布置图(5)工艺流程打眼­—装药—放炮—铺顶网、升前挑梁—硬帮出煤—移运送机—移架—放顶煤1爆破落煤:工作面采用煤电钻、Ø42×1.2米麻花钎子湿式打眼,采用煤矿安全许用乳胶炸药,Ⅰ~Ⅴ段毫秒延期电雷管,米SB-100型发爆器起爆,正向装药,串联起爆,工作面推动时采用五花眼爆破。工作面采用“一推一放”,每次推动度0.8米。三、采煤工作面正规循环生产能力工作面每天5个循环,每循环进尺0.6米,割煤高度2.3米,放煤高度6.3米,割煤时回收率97%,放煤时回收率78%,工作面回采率为80%,则日割煤量=36.8×2.3×0.6×5×0.97×1.35=333吨日放煤量=33.8×6.37×0.6×5×0.78×1.35=680吨日产量=333+680=1013吨月产量=1013×30=30394吨第三节设备配备一、运送设备1.工作面共安设刮板输送机两部,型号为SGD-620/40T可弯曲刮板输送机,设计长度23米,其他技术参数为电机功率:110KW运送能力:400t/h中间槽尺寸:1500×630×270米米2.顺槽安设刮板输送机一部,其型号为SGB630/40T,设计长度120米,安设长度65米,其他技术参数为电机功率:55KW运送能力:150t/h链速:0.86米/s中间槽尺寸:150O×620×200米米3.顺槽安设可伸缩带式输送机1部,与刮板输送机搭接。其技术参数为型号:SSJ800/90电机功率:90KW运送能力:400t/h带宽:800米米带速:2.0米/s4.辅助运送设备选用1吨矿车和平板车,牵引设备选用JD-11.4和JD-25型绞车。四、乳化液泵型号:RB-80/200公称流量:200L/米in公称压力:31.5米Pa电机功率:125kW电压:660V附图5:1118上工作面设备布置示意图第三章顶板管理第一节支护设计一、液压支架支护强度验算1、参照本矿或邻矿同煤层矿压观测资料,选取本工作面矿压参数。(见表六)2、合理支护强度计算采用经验公式计算:Pt=8×9.81×h×r=8×9.81×2.3×2.6=469.310(kN/米2)3、选取工作面支护强度参照同煤层矿压观测资料(见表六),最大平均支护强度=380(kN/米2)。380(kN/米2)<469.31(kN/米2),因而工作面支护强度应不不大于469.31(kN/米2)。4、支护设备选取1118上工作面选用基本液压支架ZF2400/16/24BH型低位放顶煤支架,共41架,下端头选用ZFG2800/18/26B型过渡支架两架。从运送顺槽到轨道顺槽依次编号为1~43号支架。依照工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,选用ZF2400/16/24BH型支架,在满足顶板管理支护强度需要同步,也能满足底板比压值规定。通过对比、验算,证明选用ZF2400/16/24BH型支架能满足规定。二、乳化液泵站(一)泵站及管路选型、数量乳化泵选用RB-80/200型两台,输液管路选用高压胶管,耐压30米Pa以上。重要技术参数如下:型号:DRB-200/31.5公称流量:200L/米in公称压力:31.5米Pa电机功率:125kW(二)泵站设立位置泵站安设在原1118轨道顺槽下车场。(三)泵站使用规定要保证泵站压力不不大于20米Pa,乳化液浓度3%~5%。要加强支架与泵站维修,杜绝系统串漏液。第二节工作面顶板管理依照已开采工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶为不稳定二类顶板,本工作面顶板管理采用所有垮落法。1、控顶距、放顶步距工作面最大控顶距为4.0米,最小控顶距为3.2米,放顶步距为0.8米,详见工作面支护布置图。2、工作面上下端头顶板管理工作面下端头支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护,双楔铰接顶梁距1号架顶梁边沿不得不不大于0.5米,距离超过0.5米时,必要加打一排双楔铰接顶梁支护顶板,双楔铰接顶梁间距为0.6米,除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超前移架,即:当发现片帮严重时,不等采煤机割煤,就进行移架,再进行其他操作,工艺为移架—割煤—移运送机。移架步距0.6米。采煤机割煤并移架后,及时将支架伸缩梁伸出护顶。移架顺序为:1、采煤机向下(上)端正常割煤时,滞后煤机后滚筒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,及时将支架前探梁伸出护顶。3、机头处排头架移架顺序为:先移2#架,后移1#架,再移3#架。4、采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回,并滞后采煤机后滚筒3架将前探梁伸出,再将前梁升起。支护规定:1、工作面应达到动态质量原则化规定,保证“三直、两平、一净、两畅通”质量规定。①三直:支架排成一条直线,偏差不超过±50米米;运送机一条直线,偏差不超过±50米米,弯曲段不不大于15米;工作面煤壁一条直线。②两平:顶板平无伞檐,底板平无台阶和落差。③一净:机电设备及支架阀组、缸体和甲板上无浮煤杂物,底板上无浮煤杂物。④两畅通:工作面上下出口要保证有0.7米宽,1.8米高人行通道,端头无材料及杂物堆积,顶板支护良好。2、加强支架支护强度,保证支护质量,支架初撑力不得不大于24米Pa。3、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒距离普通不超过10米,防止长时间空顶。4、工作面浮现冒顶时,要及时用木料接顶,并支设好支架。5、工作面生产此前要编制初次放顶和初次放顶煤专项办法。二、特殊时期顶板管理(一)来压及停采前顶板管理:1、工作面基本顶初次来压前必要编制专门安全技术办法。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压预测预报工作,由矿压小组在轨道、运送顺槽挂牌标明来压位置。3、工作面支架以及轨道、运送顺槽所有单体支柱必要达到规定初撑力,特别注意工作面中部支架初撑力及支架状态,及时采用办法防止冒顶。4、要控制好采高,禁止超高。5、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,恰当加大支护密度,保证端头连网与巷道搭接0.5米以上,防止浮现端头冒顶。6、工作面停采时要编制停采办法,加强顶板管理。(二)过断层及顶板破碎时顶板管理:该面未做过三维地震勘探,构造控制限度较差对F6及F5-1断层平面位置及次生构造把握不准,有也许向面延伸,因此必要加强回采时过断层顶板管理工作。过断层时另行编制办法报批。第三节顺槽及端头顶板管理一、工作面轨道、运送顺槽超前支护1、支护规定:轨道、运送顺槽自工作面向外20米范畴内必要加强支护,超前支护采用单体液压支柱配合一字铰接顶梁支护,一梁一柱,距煤壁20米范畴内均打双排。超前支护以外巷道浮现变形时应及时打点柱支护。支柱支设在实底上,柱窝必要做麻面,当底板松软时必要穿铁鞋。遇顶板冒高处,3.5米及如下支柱无法支护时,用4米单体支柱配合轻轨支护,柱爪与轻轨接触面必要垫木片。2、支护材料及支护密度:顺槽超前支护使用两排1米HDJB-1000型一字铰接顶梁与两排DZ型单体液压支柱配套支护,柱距1.0米。详见附图6:1118上工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)。DZ型单体液压支柱参数初撑力:12t最大工作阻力:25t支撑高度:2.5~4.0米3、支护质量控制原则①支柱纵横成线,偏差不大于±l00米米。②支柱应支在实底,柱窝做麻面,并做到迎山有力(迎山角20左右)。单体液压支柱初撑力不不大于6.5米Pa。③顶梁上部不平时,必要用木料垫实接顶,顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。④两巷支撑高度不得低于1.8米,行人道宽度不得不大于0.7米,单体支柱活柱行程不得不大于150米米。⑤单体支柱钻底达不到初撑力或底板松软时必要穿铁鞋。⑥所有单体支柱必要拴好防倒绳。⑦所有单体支柱三用阀方向一致,朝向老空。二、工作面端头管理1、上、下端头支护采用单体液压支柱(2.5~3.5米)配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护。双楔铰接顶梁距端头1#、43#架顶梁边沿不得不不大于0.5米,距离超过0.5米时,必要加打一排双楔顶梁支护顶板,双楔顶梁间距为0.6米,除因设备影响外,必要在每一种双楔铰接顶梁下支设一棵单体液压支柱,遇顶板冒高处,3.5米及如下支柱无法支护时,用4米单体支柱配合轻轨支护,柱爪与轻轨接触面必要垫木片。所有支柱初撑力不得不大于11.5米Pa,支柱钻底严重支撑力达不到规定期必要穿铁鞋,支柱必要拴好防倒绳,顶梁必要铰接使用。

2、为进一步加强端头顶板管理,工作面上下端头各包网2架,采煤机割煤后,及时挂菱形金属网(网孔50×50米米)后打管缝锚杆(1.2米)支护顶板,菱形金属网和顺槽方格网搭接不得不大于0.5米,工作面联网搭接0.2米,联网扣距0.2米,扣要联紧联牢。在煤机割煤前应先将两端头煤壁金属网剪掉,煤机割到端头时要慢行,慢慢将锚杆顶出,割出锚杆要及时捡出,禁止进入溜子和皮带。若顶板破碎时必要在端头支架前梁上方架设挑棚支护,挑棚支护采用轨道(长3米,15Kg/米)或木板(长×宽×厚=2×0.4×0.05米),挑棚外露距离支架顶梁边沿不不不大于0.5米。3、上、下端头应支设切顶关门支柱,支柱(中对中)间距不不不大于0.4米,支柱初撑力不得不大于6.5米Pa,并使之挡矸有效。随着工作面推动,关门柱及时回撤前移,运送顺槽关门柱以顺槽刮板运送机机尾为准,拖后距离不得超过1.2米;轨道顺槽关门柱回撤原则是关门柱与支架插板收回位置齐,超前或拖后支架插板收回位置距离不得超过0.6米。端头支护前移、支设应在端头支架移架完毕并达到初撑力后方可进行。三、支护材料使用数量、备用数量工作面端头支护及两巷超前支护正常需要单体液压支柱104棵,铁鞋104个,顶梁107根。计算其备用量:单体液压支柱=104×10%=10棵,顶梁=107×10%=11根。1118上工作面备用支柱10棵,铰接顶梁(双楔梁)11根,铁鞋10个,坑木5米3。备用材料存储地点,应保持距工作面50~100米之间,在轨道顺槽中外侧煤壁处。材料分类摆放整洁,实行挂牌管理,标明材料名称、型号、数量等内容,并由专人负责。材料存储地点必要保证有0.7米以上宽度人行道和必须运送通道。附图6:1118上工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)第四节矿压观测一、矿压观测内容1118上工作面矿压观测研究内容重要有:支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范畴内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。依照观测成果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特性,工作面支架受力特点,支架对顶煤适应性和控制效果,超前压力影响范畴和分布特点,顶板、煤层稳定性,工作面支护质量等进行定期分析,并进一步理解煤、岩体力学参数等基本资料。二、观测办法1、工作面矿压观测(1)支架工作阻力观测:在支架先后立柱上安装压力表,分别在工作面上、中、下部均匀布置4条观测线,观测支架先后立柱工作阻力变化状况。测线布置:上下端头支架各一条,中间基本架2条,即分别布置在14#、28#支架上,由工区派专人进行读取支架初撑力、工作阻力,分别在移架前、移架后各读取一次记录好。(2)支架活柱缩量观测用钢卷尺在工作面上、中、下部布置4条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,依照循环次数,可算出循环下缩量和下缩速度,其测线与支架阻力测线相应布置,即分别布置在上下端头支架及14#、28#支架上。(3)记录观测沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)记录一次端面顶板破碎及煤壁片帮状况(涉及梁端距、片帮、冒高超过0.5米以上区域及顶板破碎状况),同步记录支架安全阀启动量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏部件等。2、顺槽矿压观测(1)巷道围岩变形观测运用移动观测站观测。在轨道顺槽超前工作面20米范畴内,间隔4~5米安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板相对移近量,用来推断顶板运动过程和状态。动态观测仪编号始终由煤壁起依次为1#、2#、3#、4#,当1#动态仪距煤壁局限性1个循环距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪前面,同步调节各动态仪编号,使其依然从煤壁起依次为1~4#。各动态仪间距及1#动态仪至煤壁距离,在观测时必要做好记录。观测次数普通1~2小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化状况每10~30分钟观测一次,观测时必要记录观测时间。同步采煤机割至端头影响到动态仪时也必要加密观测,并记录采煤机影响状况及采煤机到端头距离。(2)巷道围岩表面位移观测运用顺槽成巷期间设立观测基点,并视状况补设某些基点,在轨道、运送顺槽分别距切眼60米、80米、100米、120米、140米处布置五个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中顶底板及两帮移近量,每天观测一次,依照观测时间可算出移近速度。(3)顺槽超前支护范畴内单体液压支柱阻力观测在工作面推动至60米后,用增压式压力表分别测量在轨道、皮带顺槽超前支护范畴外端支柱工作阻力,掌握其变化状况,每2小时观测一次,观测3~5个循环,测站处同步设立一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时支柱阻力变化状况。三、支护质量监测每旬由生产技术科组织不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在问题,由采煤工区及时整治。监测内容要涉及支架初撑力、煤壁片帮状况、梁端距、采高及端面顶板冒落状况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。四、观测时间规定1、工作面:观测到老顶初次来压和六次周期来压。2、顺槽:观测至工作面采空为止。3、支护质量监测:整个生产期间。五、管理规定1、要以严谨科学态度进行读数,不得马虎,更不能凭自己想象造数。2、要爱护仪表、保护仪表,禁止随意破坏各种仪表3、与观测无关人员禁止对仪表进行随意调节。4、读数时需平视仪表表盘,读数力求精准。5、上井后需及时将观测资料上交工区,并与工区共同分析矿压变化状况,以便指引生产。第四章生产系统第一节运送系统一、运送设备及运送方式(一)运煤设备及装、转载方式采煤机组割装底煤和前部运送机前移配合装运底煤,破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方顶煤,在插板缩回后运用自重自动溜入后部输送机溜槽中运出,插板完毕大块煤破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成暂时拱式构造。先后两部运送机平行运煤,集中到顺槽刮板运送机、胶带输送机上运出。(二)辅助运送设备及运送方式工作面需用材料、设备等物资,采用1t矿车或平板车、JD-25和JD-11.4型绞车,通过轨道顺槽运至工作面。二、移溜方式采用推移前部运送机和拉移后部输送机方式,推拉溜步距0.6米,弯曲段长度不不大于15米,推拉方向为自下(上)而上(下)。(一)推移前部运送机1、采煤机向下斜切进刀切入煤壁规定截深后,按照自下而上顺序,依次推拉刮板运送机至上端头使运送机成一条直线。2、在采煤机向上正常割煤时,将前部运送机按自下而上顺序追机从下端头推至22#架处。(二)拉移后部输送机工作面后部输送机在支架前移后处在放煤位置,待循环放煤工序结束后,将后部运送机滞后放煤口5~10架拉移一种步距。三、煤炭运送1118上工作面→1118上运送顺槽→1118皮带斜巷→-750皮带巷→-750煤仓→皮带下山→上仓皮带机巷→主井底煤仓→主井→地面。四、辅助运送系统路线:-505井底车场→-505南翼运送大巷→轨道下山→-760轨道巷→联系巷→1118皮带斜巷→1118上工作面轨道顺槽→1118上工作面。详见附图13:1118上工作面生产系统及避灾路线图。第二节通防与监控系统一、通风系统(一)风量计算1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算①按瓦斯涌出量计算Q=100×q×k=100×0.2×1.4=28米3/米in式中:q-采煤工作面瓦斯绝对涌出量,米3/米in。依照瓦斯鉴定成果,q为0.2米3/米in。k-采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取k=1.4②按二氧化碳涌出量计算Q=67×q×k=67×0.3×1.4=28.14米3/米in式中:q-采煤面二氧化碳绝对涌出量,米3/米in。依照瓦斯鉴定成果,q为0.3米3/米in。k-采煤面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数,取k=1.42、按工作面温度计算Q=60×V×S×k=60×0.8×9.59×0.75=345米3/米in式中:V-采煤面合理风速。采煤面温度在18°~20°,相应风速为0.8~1.0米/s,本工作面取V=0.8米/s。S-采煤工作面平均有效通风断面积,S=9.59米2K-采煤工作面面效系数,取0.75。3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量Q=4×n=4×50=200米3/米in式中:n-采煤工作面同步工作时最多人数,取50人。4、按风速进行验算按最低风速验算Q≥15×S=15×9.59=143.85米3/米in按最高风速验算Q≤240×S=240×9.59=2301.6米3/米in式中:S-采煤工作面平均有效通风断面积,9.59米2。通过验算可以看出,143.85≤345≤2301.6米3/米in。。5、依照上述原则拟定工作面实际需风量为345米3/米in。(二)通风路线副井→井底车场→-505南翼运送大巷→轨道下山→-760运送巷→1118进风联系巷→1118上轨道顺槽→1118下工作面→1118上运送顺槽→-750皮带(回风)巷→回风下山→南翼总回风巷→主井→地面。详见附图7:1118上工作面通风系统图。(三)测风每10天对工作面进行一次测风,回采面进、回风巷都要进行测风,测风点设在距离工作面上下端头不不大于20米处,并将测风成果记录在测风牌板上,测风时要同步测定测风地点气体浓度。二、防治瓦斯1、瓦斯检查工作面设专职瓦斯检查员巡回检查,每隔3~5小时检查一次,每班至少检查两次。瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10米处、回风隅角、工作面距回风出口5米处。瓦斯检查牌板应设立在回风顺槽中距工作面50米附近,检查成果要及时填写,并及时向关于人员报告。2、瓦斯监测加强对工作面瓦斯监测,在回风顺槽距工作面回风出口5~10米处安装安全监测系统瓦斯传感器,瓦斯传感器布置在巷道上方,垂直悬挂,距顶板不得不不大于300米米,距巷帮不得不大于200米米。瓦斯报警浓度≥1%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<1.0%,断电范畴为工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备,断电开关为1#、2#、3#低压馈电开关。附图9:1118上工作面供电系统图。监测系统必要由专人进行维护,定期进行调试、校正,保证系统敏捷可靠。传感器每7天调校一次,每7天对瓦斯超限断电功能进行测试。监测装置在井下运营6个月以上,应有筹划分批运到井上进行全面检修、调试、校正。当瓦斯超限或监控系统报警时,要按规定安排撤人,并及时查明因素,进行解决。详见附图8:1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。三、综合防尘系统一)防尘供水系统1118上工作面防尘用水,由-505南翼运送大巷经轨道下山和-760运送巷、-750皮带巷到达1118上工作面运送顺槽,供应工作面用水。(详见附图8:1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图。轨道顺槽、运送顺槽供水管路选用直径50米米水管,每隔50米设一种三通阀门,每隔100米设一闸门,给防尘水幕和各转载点喷雾供水。(二)防尘方式煤层注水:把1118上工作面煤样送中华人民共和国煤炭研究院重庆分院化验,其孔隙率为3.72%,依照《煤矿安全规程》第154条规定:孔隙率不大于4%煤层可以不进行煤层注水,故对1118下工作面不进行煤层注水。2、采煤机内外喷雾:规定喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不不大于2米Pa,外喷雾压力不不大于1.5米Pa,雾化限度高,特别是外喷雾要可以封闭截割产尘部位。3、架间喷雾和放煤口喷雾降尘:(1)喷嘴布置:在每架支架前梁下方安设一组架前喷雾,设三个喷嘴,每架支架放煤口处设一种喷嘴,全面共安装172个喷嘴。(2)喷雾规定: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。(3)工作面煤机割煤时,下风口5米范畴内必要保证有3架以上喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。4、转载点喷雾:(1)工作面两部刮板运送机机头及顺槽刮板运送机机头各设一组喷雾头。(2)运送顺槽及联系巷皮带机机头各设一组喷雾装置。5、顺槽防尘水幕:皮带顺槽中共安设两道手动水幕,距工作面煤壁50米范畴内安设第一道手动水幕,距皮带联系巷50米范畴内安设第二道手动水幕,距工作面煤壁100米范畴内安设一道皮带自动水幕;在轨道顺槽中共安设二道手动水幕,距工作面煤壁50米范畴内安设一道手动水幕,距1118皮带联系巷50米范畴内安设一道手动水幕。每道水幕喷雾喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。接近工作面水幕均随工作面推动而及时向外移动。6、工作面、顺槽煤尘冲刷:对工作面、支架阀组、回风顺槽距采面50米范畴内每班冲刷一次,回风顺槽每天冲刷一次,进风顺槽每旬冲刷一次。7、个体防护:进入工作面和回风侧工作所有人员必要佩戴防尘口罩。(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸办法1、在工作面轨道顺槽、运送顺槽各安装一组软质辅助隔爆水棚。2、水袋容量为40L,水棚容量按200L/米2,每组长度不不大于20米。3、隔爆水棚每棚间距1.2-3米,水棚距离顶板、两帮间隙不得不大于100米米,距离轨面不不大于1.8米,高度要一致。4、隔爆水棚每周检查一次,并做到经常清刷,水质、水量要符合规定,发现损坏水袋及时更换。5、隔爆水棚首排距离工作面60~200米,并随工作面推动而向后移动。6、隔爆水棚应设在巷道直线段内,与巷道交岔口、转弯处、变坡处距离,不得不大于50米。7、隔爆水棚要挂牌管理。四、防灭火办法(一)防止办法1、建立完善消防管路系统,与防尘管路合用。2、手工检测:用DQJ-50型各种气体检测器检查CO、CO2、H2S等气体;光学甲烷检测器检查CH4、CO2,矿用温度计检测温度。每天对回采面、进回风隅角、回风流以及巷道高冒区等地点CO、CO2、CH4、温度检查一次,同步对回风隅角进行采样分析并上报矿领导审视。3、监测系统:从-760束管分路箱引出两路束管,将束管从分路箱敷设至回采工作面回风端头,每天循环监测一次。监测重要气体成分是:CH4、CO2、CO、C2H6、C2H4、C2H2、O2、烷烯比等。4、在工作面回风巷内距1118皮带斜巷10~15米处安设温度传感器和一氧化碳传感器,一氧化碳传感器报警浓度为24PP米。5、取样分析:对束管监测不到地点:巷道高冒区、进回风隅角等每天取样分析。6、减少采空区漏风。回采面进回风端头悬顶达到20米时,必要用袋子装煤堵严,减少采空区漏风,减少供氧量,从而达到防灭火目。7、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、两顺槽等喷洒阻化剂。8、运用设立于-700米水平制氮机组,当采空区有自然发火征兆时向采空区内注氮。注氮时,另编制办法报批。9、加快推动度,保证工作面月推动速度不低于60米。10、及时封闭。回采面结束后,对通向回采面所有出口所有封闭,巷道破碎地段要使用喷浆封堵办法,每周检查一次密闭内外气体及密闭内外压差。11、对巷道高冒区实行注凝胶或喷浆办法解决,并定期检查高冒区内气体温度等。12、每季度绘制一次防灭火系统图,每月修改补充一次。(二)治理办法1、当回采面采空区浮现自然发火征兆时,采用下列办法:①注氮②加快推动度③加强监测2、当回采面采空区浮现自然发火征兆,自然发火标志气体呈上升趋势时,采用下列办法:①加快推动度,暂时停止放顶煤,用顶煤形成一条隔离带,同步采用注氮、进回风端头构筑挡风墙等办法。②加强检测,防止空区内瓦斯、CO等气体涌到工作面,发生瓦斯、CO事故。③注氮时,要设专人观测上端头气体状况,发现问题及时进行解决。3、其他火灾防止和治理①入井人员禁止携带烟草和点火物品,禁止穿化纤衣服。②加强电器设备管理,杜绝失爆现象,禁止带电作业。③严格放炮管理,放炮使用水炮泥,防止放炮火焰引起火灾。④井下禁止使用灯泡取暖和使用电炉。井下使用汽油、煤油和变压器油必要装入盖严铁筒内,由专人押运送到使用地点,剩余某些必要运回地面,禁止在井下存储。任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯状况,及时采用一切也许办法直接灭火,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,要及时按灾害防止和解决筹划告知关于人员组织急救灾区人员和实行灭火工作。矿值班调度人员和在现场区队长、班组长要按照灾害防止和解决筹划规定,将所有也许受火灾威胁地区中人员撤离,并组织人员灭火。电器设备着火时,要一方面切断电源;在切断电源前,只准使用不导电灭火器材进行灭火。但是,要防止由于火风压产生风流逆转导致人员伤亡。在急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、风向变化,还必要采用防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒安全技术办法。五、通风系统图附图7:1118下通风系统图。第三节排水系统一、设备选型1118下综放工作面水源重要为3煤顶板砂岩水,体现为顶板淋水,与其他含水层无直接补给关系;最大涌水量12米3/h,正常涌水量6米3/h。1118下工作面总体趋势呈仰斜开采,开采初期涌水大都沿工作面顺槽排到运送顺槽下部水窝,水窝处配备一台37KW排水泵,将积水排到-760轨道巷水沟中。正常开采后,正常涌水直接排至采空区。依照地质部门提供资料,3煤顶板冒落易将砂岩水导入工作面,为此,运送顺槽需常备排水设施,并保持完好,保证疏、排水能力达到15米3/h以上,做到有备无患。二、排水系统路线1118下工作面→1118下运送顺槽→-760轨道巷→轨道下山→-850水仓→-505水仓→地面污水解决站→泗河第四节供电系统一、供电系统1、供电状况1118下工作面由-750变电所供电,在运送顺槽下车场设配电点,配电点内安设KBSGZY-500及KBSGZY-1000型移动变压器各一台,固定安装,电源来自-760变电所高防开关,一台移动变压器将6kV高压变为1140V电压,给采煤机、前部运送机、后部运送机供电;另一台移动变压器选用660V给乳化泵、运送顺槽皮带、刮板输送机等供电。各电机由磁力起动器控制。详见附图9:1118下工作面供电系统示意图2、采煤工作面、两顺槽机电设备负荷详见表八:负荷登记表1118下综放工作面设备装机总容量为:912.8kW。3、配电点设备以及供电电缆①移动变压器KBSGZY-5001台②移动变压器KBSGZY-10001台③低压开关BQD-80N5台④QJZ-20010台⑤综保WZXZ3台⑥低压馈电开关3台二、电器整定电器整定参见表九:磁力起动器整定值资料表。磁力起动器整定值资料表表九第五节通讯照明系统一、通讯系统及关于配备1118下工作面皮带机头,工作面下端头各安装一台直通地面调度室生产电话。工作面皮带机头、顺槽刮板输送机机头、工作面刮板输送机机头处及整个工作面每间隔7架安装一台声光信号器。附图10:1118下工作面通讯系统示意图二、照明系统及关于配备1118下综放工作面轨道顺槽由移动变电站照明综保引出照明线路向照明灯供电;运送顺槽由皮带机头处照明综保引出照明线路向运送顺槽和皮带机头照明灯供电。附图11:1118下工作面照明系统示意图第五章劳动组织和重要经济技术指标第一节劳动组织一、作业方式1118下工作面采用“三八”制作业,每班作业8小时,两班半生产半班检修。工艺过程:割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜。附图12:正规循环作业图表二、劳动组织1118下工作面配有质量验收员、采煤机司机、维修工等有关工种操作人员若干名,全区共计120人。第二节重要经济技术指标表1118下工作面重要经济技术参数详见表十一第六章灾害防止及避灾路线1118下工作面在回采期间,要严格执行本《规程》规定通防、防治水、生产等某些规定,发现不安全隐患要及时按规定解决。发生重大事故,要及时按照避灾路线组织撤人。一、火灾防止及避灾路线1、回采过程中,发现煤自然发火征兆时(附近空气湿度增大,浮现雾汽,煤壁挂水珠,类似“出汗”现象;浮现水酸度增大,煤焦油味是井下自然发火最可靠征兆),要及时报告调度室,以便采用相应办法。2、井下使用润滑油必要存储在盖严铁桶中,用过棉纱和布头也必要存储在盖严铁桶内,并定期送到地面解决。3、加强通风管理,禁止风流短路。4、加强机电设备管理,严防失爆。5、若发现火情时,必要切断电源并及时报告调度室,组织人员灭火。状况危急时应逆风流撤出工作地点。6、加强工作面采空区温度及一氧化碳监测,发现异常及时采用办法。7、每一种下井人员必要佩带自救器并能纯熟使用。8、完善井下防火设备、设施,并加强检查和维护工作。避灾路线:1118下工作面→1118下轨道顺槽→1118进风联系巷→-760运送巷→轨道下山→-505南翼运送大巷→井底车场→副井→地面。二、水灾防止及避灾路线:回采中,若发既有突水征兆(煤层发潮发暗;煤壁“挂汗”;工作面温度下降,空气变冷,产生雾气;煤壁有“吱吱”水叫声等状况)时,要迅速撤出人员,并及时报告调度室,以便采用相应办法。避灾路线:1118下工作面→1118下轨道顺槽→1118进风联系巷→-760轨道巷→-760第四联系巷→回风下山→-505南翼运送大巷→井底车场→副井→地面。三、瓦斯事故防止及避灾路线1、加强工作面瓦斯管理,严格执行瓦斯巡检制度。跟班区队长、班组长、采煤机司机等必要按规定随身携带便携式瓦-检仪。2、工作面回风流中设立瓦斯自动报警断电仪。避灾路线同火灾避灾路线。四、煤尘事故防止及避灾路线加强综合防尘,采煤机使用内外喷雾;架间喷雾,放煤口喷雾,工作面洒水降尘;各转载点设自动喷雾装置;两顺槽自煤壁起50米各设一道水幕,两顺槽各设一组隔爆水槽棚;定期冲刷两顺槽和支架上积尘,个人做好劳动保护。避灾路线同火灾避灾路线。五、顶板事故防止每一种工作人员都要时刻注意观测顶板,严格执行敲帮问顶制度,严格按顶板管理和支护阐明书施工。加强矿压观测,发现突然来压老顶激烈活动时,要组织人员暂时撤出工作面,待顶板压力稳定后再进入工作面工作。状况危急时要及时报告调度室。详见附图13:1118下工作面生产系统及避灾路线图第七章安全技术办法第一节普通办法1、所有上岗人员必要严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》和《1118下工作面作业规程》。禁止违章指挥、违章作业、违背劳动纪律,进一步开展反“三违”、反事故活动,认真搞好自主保安和互助保安。2、所有岗位工必要通过严格培训,掌握操作办法,熟悉所用设备性能,具备排除常用故障能力,达到各专业技术原则规定,经考试获得合格证书后持证上岗,并严格执行岗位责任制,现场交接班制、设备维修制、质量验收制、事故分析制。各岗点要认真填写运转日记。3、坚持“安全第一、防止为主、综合治理、总体推动”安全生产管理方针,开好班前、班后会,对安全生产做到班前有准备,班中抓贯彻,班后有总结。4、工作面回采工程质量和顶板管理,要按照国有重点煤矿《生产矿井质量原则化》各项规定严格执行,做到动态达标、安全生产、文明生产。5、各作业人员必要认真执行现场交接班制度,使下一班可以做到状况清、任务明,从而积极进行各种工作,提高工作效率和做好自主保安。6、敲帮问顶制度:开工前,班组长一方面进入工作面进行全面彻底检查,发现无问题后,方可工作。工作过程中,各作业人员也必要经常认真检查工作地点顶帮及支护状况,发现不安全隐患,及时整治解决。7、质量验收制度:工作面工程质量严格按工区制定新原则进行验收,验收人员一定要严把质量关,严格执行《生产矿井质量原则化》各项规定执行,做到动态达标,保证安全生产、文明生产。8、巷道维修制度:对工作面两顺槽巷道经常进行检查维修,发现巷道变形严重,顶板下沉严重,顶网撕坏、巷道两帮移近量明显加大,必要及时采用办法进行超前加固解决,保证两巷畅通无阻。9、设备检修制度:机电设备管理责任到人,对的选取和合理使用各电气设备设施,加强维护,发现故障及时解决,保证设备完好,运转正常,每天停产检修不不大于4h。10、地质预报制度:地质人员要对工作面前方煤层、断层、顶底板、涌水量等状况及时预报,要加大顶煤探测密度,及时掌握顶煤厚度,在回采过程中要对储量、资源回收进行全面管理与监督,发现不符合规程规定或也许丢煤时,要及时提出,并填写“防止丢煤告知书”报送关于领导和采煤工区。工作面每推动15~20米,在两顺槽和沿工作面每隔15米探测一次煤层厚度,绘制平面图和剖面图。此外,工作面还必要坚持旬检查、月验收制度、通防设施管理制度、验收员工作制度及安全质量评估制度。11、坚持一事故一分析制度,做到小事故但是班、大事故但是天,严格按照“四不放过”原则,分清责任,接受教训,制定办法,杜绝同类事故再次发生。12、为防止重大事故发生,工作面各检测系统、通风系统、排水系统、注浆系统、防尘系统应时时保证其完好状态,并正常使用。13、禁止人员乘坐皮带输送机、刮板运送机,禁止在皮带输送机、刮板运送机运转时跨越或传送物料。人员需要跨越转载机或皮带输送机时必要走行人过桥。14、抬物料,班长负责统一指挥,使用绳索必要绑牢固、绳具安全系数必要不不大于6;并明确谁先起一头,抬起时必要行走速度一致,放物料时依照所抬物料及现场状况,明确是一齐放还是先放一头,一齐放时要防止物料弹起伤人。15、单人独岗作业时必要认真做好自主保安。16、所有人员禁止借用她人停电停泵时间检修、操作。17、工作面回采前,必要经安监处、生产科、机电科、通防工区等处室关于工程技术人员进行对设备、管路、支架等进行联合验收。验收合格后,方可进行回采。18、进入工作面内所有人员应在支架人行道内行走,片帮掉顶大煤块必要及时解决。19、矿压小组要配合工区加强矿压观测工作,掌握工作面顶板活动规律,进行来压预报,对的指引生产。工作面支架安装压力表必要维修保养好,不得丢失,损坏及时更换,要依照压力表显示状况及时调节支架初撑力。20、严格执行安全质量责任制、所有工作人员必要对本岗位、本业务范畴内安全质量负责。两人及其以上人员共同工作时,必要明确一人负责安全工作。21、工区管理人员要认真填写安全信息卡,工区值班人员必要及时组织人员贯彻整治。第二节顶板管理一、工作面1、按矿压观测方案,搞好矿压观测,为预报周期来压和合理调节支护参数提供根据。2、支架内安装顶板动态监测设施,禁止随意乱动,各关于人员要积极配合监测人员工作,共同搞好矿压监测工作。3、支架初撑力达到规程规定,支架立柱无空载,顶梁接顶严密,架间距均匀,中心距偏差不超过±100米米;每班设专人检查,并纳入工程质量评估内容。4、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不得不不大于300米米,否则支架上方必要用木料垫实。5、工作面达到“三直两平一净两畅通”规定。6、顶板破碎及工作面煤壁片帮严重时,采煤机过后及时移架,保证顶板完整,防止前方漏顶。移架要及时迅速,端面距较大时,要及时伸出支架伸缩梁支护梁端顶板。二、端头及两巷维护1、工作面上、下出口必要保持畅通无阻,其高度(不不大于1.8米)与宽度(不不大于0.8米)要符合安全和质量原则规定,保证支柱完好无损。2、支柱要支到硬底上,底板松软支柱初撑力达不到规定期必要穿铁鞋,支柱要迎山有力,不得使用失效支柱,不得漏挂顶梁和缺柱。3、随工作面向前推动要及时卸下、回收树脂锚杆托盘和丝帽以有助于工作面上、下端头顶板冒落。4、两端头关门柱以里悬顶超过20米时,用袋子装煤进行封堵,由通防工区组织验收,禁止人工强制放顶。5、两端头接、回双楔梁、三角区维护、回关门柱时,必要停止工作面和顺槽输送机运转,禁止站在或跨着运转输送机工作。6、回柱、改柱时要严格执行敲帮问顶制度和先支后回制度,人员要站在支护完好安全地点,防止片帮或支柱弹出歪倒伤人。7、两顺槽超前支护工作至少由4人进行,并明确一人负责安全工作。8、放顶线打好密集支柱,柱距不不不大于400米米。三、解决冒顶办法1、工作人员要先将冒顶区周边支架加固好,控制其范畴扩展。解决前,必要备齐、备足所需材料,人员操作要精力集中。2、解决冒顶要由外向里逐架进行,并要支设好暂时支护。3、解决冒顶应分组进行,三人一组,两人配合伙业,一人观测顶板,并事先维护好后路,保证后路畅通。4、如遇顶板冒实,要先通风后解决,并由专职安监人员和瓦斯检查人员现场监护。5、冒顶解决完生产时,人员必要熟悉掌握冒顶区范畴、高度、接顶状况。6、当发生较大面积冒顶时,应及时停止煤机割煤,停止工作面溜子运转,待顶板稳定,确认无扩大趋势时方能解决冒顶。解决时,必要抽调有经验老工人进行解决,并设专人观测顶板。解决冒顶过程中,冒顶区上、下15米范畴内不得进行移架及其他与解决冒顶无关作业。7、解决冒顶重要是采用挂金属网和在支架前挂单体支柱接顶,金属网联结要牢固严密,接顶要严实,单体支柱架设要卡牢煤帮,需要时要依照现场状况和位置打好贴帮柱。割煤时要依照现场状况分别把支架升上劲,将贴帮柱替掉。8、在解决冒顶期间,暂不容许放顶煤,防止放顶煤引起顶板来压导致再次冒顶。9、发生重大冒顶事故,及倒架歪架时,必要另行补充办法解决。第三节防治水三煤顶底板为重要含水层,顶板含水层为砂岩裂隙水,底板含水层为三灰水,三灰距三煤底板50米左右。工作面北为F6断层,落差在50米左右,工作面初采时20米内禁止放顶煤,防止回采顶板冒落对F14断层产生影响,将断层水导入,以保证安全生产。工作面回采后,煤层顶板冒落将3煤顶板砂岩水导入巷道中,在皮带顺槽安装排水管路、水泵排水,要保证该工作面疏排水能力达到15米3/h,做到有备无患。加强水文地质观测工作,及时掌握地下水动态,严格按地质预报制定办法,防止水灾发生。第四节“一通三防”1、加强通风管理,保证工作面风量达到345米3/米in,风速满足规定。因巷道冒顶或其他因素达不到上述规定,应及时进行整治,整治完毕后再恢复生产。2、保证工作区域内-空气成分满足规定,正常状况下氧气浓度不低于20%,二氧化碳浓度不高于0.5%,其他气体浓度符合规程规定。3、各班组长必要认真履行瓦斯检查员手册签字制度,及时掌握工作面瓦斯浓度变化状况,必要时按规定组织人员撤离。4、区队长、班组长、放炮员、电钳工、采煤机司机必要携带便携式瓦斯自动检测报警仪。工作面回风隅角要悬挂一台便携式瓦斯自动检测报警仪,对工作面瓦斯进行监测。5、认真执行设计综合防尘办法,保障防尘用水有充分水量和符合规定水压。第五节运送管理一、轨道运送(一)普通规定1、绞车司机必要由通过专门培训,并持证上岗。司机要熟悉绞车构造、性能。2、绞车必要建混凝土基本,其规格为:长1.4米,宽1.2米,深0.8米。3、绞车必要零部件齐全、完好、可靠。开车前必要认真检查:检查固定与否牢固可靠;周边支架、顶板与否完好;检查闸把松紧度与否适当;操作按钮、信号与否灵活;钢丝绳、钩头、保险绳、轨道、销子及安全设施与否完好。确认无问题后方可开车。4、使用调度绞车运料时,各种安全设施要齐全、敏捷可靠,并坚持正常使用。下车场设手动挡车门,顺槽内小车眼长度超过100米,每100米设一组超速挡车器,钢丝绳运营范畴内每20米设一种地滚子。5、行走顺槽车眼,严格执行“行车不行人,行人不行车”制度,行人时,必要用信号上下告知,得到容许后方可行人。6、人力推车和装卸材料必要执行下列规定:⑴人力推车时,要时刻注意前方,在拐弯、过巷道口、风门或前方有人时,必要大声呼喊或发出警号。过风门时应开一种关一种,不得同步将两道风门敞开,过后要及时将风门关严,禁止撞坏风门。⑵人力推车时,一种人只准推一辆车,同向推车间距在轨道坡度不大于或等于5‰时,不得不大于10米;坡度不不大于5‰时不得不大于30米;坡度不不大于7‰时,禁止人力推车,禁止放飞车。⑶矿车装料普通不得超过车沿高度。两人或多人同步装卸物料和设备时,要互相叫应好。用手拉葫芦吊装物料或设备时,手拉葫芦要拴牢,一人指挥,掌握好安全。在顶板破碎处,支架不完好、巷道压力大地点及机电硐室门5米之内禁止卸料。⑷运送物料或设备至预定地点卸料时,要注意管线以防砸坏或弹起伤人。卸下来物料要分类码放整洁,突出某些距轨道不少于0.7米,不得将物料卸在水沟上。⑸装卸物料要稳拿轻放,禁止撞倒支柱。采煤面上使用物料应摆放到用料地点,留出人行道,以免影响通风、运送和行人。⑹用平板车运送长物料或机电设备时,物料下需垫木墩或道木,用绳索封牢,用木楔加快,防止滚动、抽出。⑺提高用钢丝绳、联接装置要严格按照《煤矿安全规程》进行实验、检查验收、更换。(二)起吊运送重物及大件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、井下提高运送设备大件前,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,确认无误后方可作业。4、运送重物及大件要选取符合规定起吊、拖运工具和索具。5、用手拉葫芦起吊重物,其吨位必要不不大于重物重量。起吊时,要先试吊高度100~200米米,确认无误后再起吊。6、起吊和拖运时,吊索捆缚和受力点应系在设备大件上吊装部位,吊索转折处与设备接触部位,应用软质垫件,禁止把设备外凸处手柄当作吊装绳用。7、捆绑易变形部位时,应采用办法防止其变形。设备上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,普通不得中间停止作业,设备到位或中间停止时,应放置稳固。对重心高设备,应采用防摇动或倾倒办法后,方可拆除起重机械或索具。9、运送起吊设备时,禁止任何人随同设备同行升降,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地方通过和逗留,不得将头或手脚伸到也许被压、挤位置。10、起吊设备时,要选取可靠吊点,保证安全后方可起吊。11、运用绞车或滑轮进行拖运起吊大件前,要对绞车负荷、钢丝绳承载能力、滑轮额定载荷进行校核,确认无误后方可操作。拉移时两头设专人在安全地点站岗,看好生根回头轮,禁止人员进入绳道和拉坏生根、滑轮所能波及范畴。12、装车、提高运送、起吊、拖运时,必要由班组长统一指挥。二、刮板输送机1、司机必要由通过专门培训,考试合格者担任,并持证上岗,严格执行本工种操作规程及岗位责任制。2、开机前,应一方面检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整洁、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、油量恰当、冷却系统良好、信号齐全清晰、闭锁敏捷。3、起动后,要注意观测其运营状态,观测其运营与否平稳,声音与否正常,运送机链子、刮板连接环、分链器等规定完好无缺,牢固可靠。4、运送机运营时,司机不得离开岗位,要集中精力注视运送机运营状况,发现异常或听到停车信号都要及时停车,查明因素,解决完毕后方可继续开车。司机不得兼干其他工作,若要离开必要停机闭锁。5、工作面前部运送机除有专门按钮外,必要与采煤机连锁,机尾要加盖板,否则不准生产。6、各部运送机要安设敏捷可靠声光信号,司机要做到:信号不清不开车,不乱打信号,禁止采用喊话或无信号开车。各部运送机信号规定:前部运送机为“1点停3点开”,后部运送机为“1点停4点开”,顺槽运送机为“1点停2点开”。7、顺槽刮板输送机机头机尾及前部输送机机尾要打牢压柱,支柱要拴好防倒绳。8、解决运送机事故或更换设备时,要停电闭锁,严格执行停电挂牌制度。9、运送机普通不得重载停车,禁止大块煤、矸通过采煤机,有大块煤、矸影响运送时,应停机进行解决。10、人员在检查、维修前部运送机时,应一方面将顶板支护好,并用长把工具敲帮问顶,以防片帮伤人。若顶帮破碎要采用暂时支护办法。11、紧、掐链子时,必要由熟悉本工作纯熟工担任,检查压柱与否牢固,应坚持使用紧链器,并用道木盖住,两人配合,一人点动电机,一人操作,人员必要躲离链条受力方向,以免断链伤人。12、因条件所限不能用闸盘紧链器紧、掐链子时,可用单体支柱。但必要注意:①两棵单体支柱距离不能不大于5米。②单体支柱生根必要牢固,并用可靠索具索牢单体支柱。③单体支柱必要两个爪打着刮板。④要远距离供液,人员必要躲离单体支柱滑脱所波及范畴,并禁止人员在此范畴内行走。13、各部运送机之间搭接要合理,工作面运送机与顺槽运送机搭接处高差不低于0.2米,顺槽刮板机与皮带之间搭接高度不得低于0.5米。14、遇有链子出槽、漂链和溜槽拱起等状况时,禁止在运营中用手扶、脚蹬等办法解决,必要停机解决;遇有断链、机体激烈跳动、电机、电缆过热等状况时,司机必要及时停车,迅速报告解决。l5、在用运送机运料时,要由班组长统一指挥,将所运物料固定好,并派专人在运营路线上看守,取料时要停机闭锁专人看守。超长超重物料不得用运送机运送。16、各部运送机开始运营时,应按逆煤流方向逐台启动;停机时,应按顺煤流方向逐台停止,避免重载开、停机。三、胶带输送机1、司机必要由通过专门培训,考试合格者担任,并持证上岗,严格执行本工种操作规程及岗位责任制。2、本工作面使用胶带输送机应符合下列规定⑴必要使用阻燃胶带。⑵行人跨越处应设牢固行人过桥。⑶装设温度保护、烟雾保护、防滑保护、堆煤保护、防跑偏保护和自动洒水装置。3、开机前注意事项⑴检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂与否整洁,各种保护装置,信号闭锁系统应齐全敏捷可靠,机尾固定与否牢固。⑵检查清扫器磨损状况,应保证清扫器清扫良好。⑶皮带松紧要恰当,接头良好,同一断面断裂不超过2×100米米。⑷底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨划皮带。4、运营中注意事项⑴开机前要发出起动信号,得到回点后方可起动。运营中,不论何处何人发出停机信号都要及时停机。⑵起动后,司机要注意各部运转声音状况,皮带运营与否平稳,发现异常,及时停机解决。。⑶当浮现皮带跑偏或扯破时,要及时停机解决。⑷运营中禁止用钎子或长把工具别胶带,禁止用手触摸皮带、托辊及滚筒。⑸人员在淘气带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入运转滚筒中。⑹皮带机运营时,司机不得离开岗位,若要离开必要停机闭锁。5、避免重载停机。6、不得用水冲洗皮带机。7、检修皮带或有人员在皮带上方作业时,应停电闭锁。8、禁止人员乘坐皮带。第六节机电设备一、采煤机(一)割煤1、开机前应一方面检查采煤机:各部位螺丝要安全完整,滚筒截齿要齐全锋利,操作手把、急停手把和按扭要灵活可靠,油位要正常,冷却管路要畅通,电缆夹子要连接良好。然后发出开机信号,等滚筒周边5米之内无人-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,禁止无水或水压局限性开机。3、采煤机在工作过程中,司机应注意随时观测压力表、温度表、真空表显示状况,仔细监听采煤机声音,如有不正常时应及时停机解决,禁止采煤机带病运转。4、采煤机在运转中,司机要集中精力,密切观测滚筒前有无障碍物,不得浮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,禁止留底煤或破底。特殊状况需留底煤时,必要经关于部门批准。5、采煤机在割煤过程中,接近滚筒处人员不得在支架前方行走,以防片帮或滚筒甩出伤人。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,浮现电缆夹受损时要及时停机解决。禁止浮现电缆、水管受力现象。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,班组长应指定专人进行监护。只有在端头顶板维护完整、单体支柱所有撤除、电缆、管线吊挂整洁、固定牢固、各种杂物清除干净、人员所有闪开5米以外后方可开机。开机前两巷不得有人正对滚筒,以防甩出煤块伤人。人员在滚筒周边作业或更换截齿前,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后来,方可操作。9、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,保证采面按设计坡度推动。(二)检修1、检修采煤机时前部运送机必要停电闭锁。2、采煤机应按日检内容进行检修,禁止漏检。3、检修滚筒、减速箱等传动部位时,必要把电机隔离开关、减速箱隔离手把打到零位,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,应一方面搭好防尘棚,防止煤尘进入液压系统。5、进入工作面煤壁前检修或解决事故时,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、无淋水地段,并随时敲帮问顶,禁止空顶作业。7、检修采煤机时禁止随意敲砸,液压系统禁止用棉纱擦。8、检修要达到完好原则,并进行割煤试运转。二、移架、推拉运送机、放煤(一)移架1、移架前,一方面检查支架与否完好,并清理架间及架前浮煤杂物,将电缆、管线吊挂整洁,在拟定支架周边无人后方可操作。2、移架时,如果浮现拉移困难,要及时停止移架,待查明因素解决好后方可移架。3、移架前要观测好周边顶板和煤帮。如果浮现采高局限性或顶帮破碎时要一方面解决好顶帮,然后移架。4、工作面局部片帮掉顶,梁端距超过600米米时,应及时移超前架(如应放煤时,可跟架放煤,拉后溜)实现对顶板提前支护。5、支架浮现咬架、挤架、倒架时,应掌握好拉架顺序,及时进行解决,防止生拉硬拽,导致支架损坏。6、发现支架浮现跑、冒、漏液时,要及时解决,生产班的确无法解决时,要及时关掉截止阀,并向下班人员交待清晰。解决支架时要禁止浮现单腿销、铁丝代替销子和无销子现象。7、在升支架时应防止前梁带载荷升架,以防导致伸缩梁变形。8、支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起支架后及时挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把打到零位。9、拉移端头支架前,应一方面按原则维护好端头顶板,所有人员所有闪到安全地点后移架,移架人员应站在安全可靠地点移架。10、支架工拆卸阀组和管子时,应一方面关掉截止阀(截止阀必要工作可靠),禁止带载荷拆卸管子和阀组。11、清理支架顶梁浮煤时,人员必要站在邻架下用长把工具操作并观测好顶帮,禁止空顶作业,清完及时将支架升牢。(二)推拉运送机1、在推拉运送机时,如果浮现推拉困难,应及时停止供液,待查明因素,解决完好后方可推拉。2、推拉运送机时,人员不得站在运送机和支架中间,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,以防导致运送设备损坏。4、推移前部运送机时,要保证弯曲度不不不大于10°(弯曲段长度不不大于15米),一次推移步距不超过200米米,采用多次推移到位办法推移前部运送机,禁止双向或多头推移。5、支架后方有人工作时,禁止后部运送机开动。(三)放煤1、放煤工在多头放煤时,应严格控制放煤量,禁止将大块矸石放出。2、放煤工在操作尾梁和插板时,应防止插入运送机内,若浮现尾梁自降时应及时停止运送机运转,并进行解决。3、为充分回收煤炭资源,工作面上端头两架

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