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神华集团乌海能源有限公司路天煤矿 1603工作面作业规程 工作面名称: 1630工作面 编 制 人: 施工负责人: 总工程师: 批准日期: 年 月 日 执行日期: 年 月 日1603工作面作业规程会审意见一、存在的问题: 二、处理意见:参加审批人员签署意见单 位签 署 意 见签 字总 工 程 师安 检 处 长生 产 矿 长生产技术科通 风 队安 检 科动 力 科供 应 科信 息 中 心调 度施 工 单 位作业规程月审记录规程名称审核时间主 持 人会审地点参加审核人员名单审核结果:1604采煤作作业规程贯彻、考试登记表组织人: 传达人:班 组贯彻时间跟班队长班 长应到人数实到人数签 字姓 名成 绩姓 名成 绩姓 名成 绩目 录第一章 概况9 第一节 工作面位置及井上下关系9 第二节 煤层9 第三节 煤层顶底板10 第四节 地质构造10 第五节 水文地质11 第六节 影响回采的其它因素12 第七节 储量及服务年限13第二章 采煤方法 14 第一节 巷道布置14第二节 采煤工艺14第二节 设备配置19第三章 顶板控制20 第一节 工作面支护设计20 第二节 工作面顶板管理21 第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制22 第四节 矿压观测23第四章 生产系统24 第一节 运输24 第二节 一通三防25 第三节 排水31 第四节 供电30 第五节 照明通信32第五章 劳动组织和主要经济技术指标33 第一节 劳动组织34 第二节 主要经济技术指标35 第六章 煤质管理36第七章 安全技术措施37 第一 节 一般规定37 第二节 通用安全技术措施38 第三节 防治水39 第四节 机电40 第五节 各专业工种安全技术措施42 第六节 其它安全技术措施51 第七节 试运转、初采初放、收尾回辙组织管理措施56 第八节 顶板控制58 第九节 运输61 第十节 两巷与文明生产64第八章 主要机械设备与保养65第九章 操作规程71第十章 应急措施避灾路线及六大系统76第十章 风险预控管理87第一节 各工种危险源辨识及预控措施87第二节 主要危险有害因素的危险性分析及存在场所104前 言路天矿业公司四采区1603工作面位于四采区副井南部,其东部为F公逆断层,西部为1601工作面采空区,上部与二采区公乌素逆断层重叠部分由16#综放工作面及巷柱式开采形成的采空区。地表为原地表,地面无其它建筑物体。1603工作面走向长611米,倾向长155米,煤层倾角1115度,煤层平均厚度8.04米,属16#煤层;煤层结构复杂,共分为161、162、163、164四个分层,采煤方法为走向长壁后退式综合机械化放顶煤开采法,煤层硬度系数f=2,适应放顶煤开采。作业规程编制依据:1、回采地质说明书及相关地质资料,根据所提供的地质资料进行编制。2、相关规程规定,相关内容根据安全规程、操作规程等规定进行编制。3、作业规程编制指南,根据编制指南相关内容格式进行编制。4、路天矿业公司1603工作面放顶煤开采设计,根据放顶煤开采设计进行编制。5、设计图纸,根据标定设计图纸进行编制。6、风险评估,根据风险预控管理表编制,初采初放、过断层、破碎带。工作面行人等技术安全措施,编制水、火、瓦斯、顶板、煤尘等重大事故预防措施。第第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系 水平名称 1603采区名称 四采区地面标高/m12001237 井下标高/m11001035地面相对位置四采区工业广场东南回采对地面设施的影响地表为原地表,回采将造成地表塌陷,但地面无其它建筑物,故不会带来影响。井下位置及与四邻关系四采区副井南部,其东部为F公逆断层,西部为1601工作面采空区,上部与二采区公乌素逆断层重叠部分由16#综放工作面及巷柱式开采形成的采空区。走向长度/m611倾斜长度/m155面积/m292800第二节 煤 层煤层厚度/m平均8.04煤层结构复 杂煤层倾角/( 度)1115开采煤层16 # 层煤 种1/3JM稳定程度稳定煤层情况描述 物理性质特征:16#煤呈黑色、条痕褐黑色,弱玻璃玻璃光泽,局部见弱沥青光泽,硬度中等。线理状,条带状结构,块状、层状构造,参差状及阶梯状断口。内外生裂隙发育,裂隙中充填少量泥质物。宏观煤岩类型为半亮半暗型,煤岩显微组份以凝胶化基质为主,以丝炭、半凝胶化基质、角质等为辅。煤中杂质主要为同生期的泥质物、黄铁矿等,含量较少。赋存情况: 该采区16 #层煤由16-1、16-2、16-3、16-4四层煤组成,结构复杂,煤层倾角变化不大,煤层硬度系数为f=2,煤层厚度稳定。四层煤之间均含有20cm左右的夹矸。第三节 煤层顶板顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征构造顶板细砂岩1.34灰色、深灰色石英为主原生顶板泥岩1.31深灰色含植物化石直接底细砂岩2.30灰色石英为主老底砂泥岩1.03深灰色含植物化石 附图1:煤岩层综合柱状图第4节 地质构造 一、地质构造分析:1、根据勘探资料和已施工的巷道资料:本区地质构造简单,为一单斜构造,走向 204左右,倾向114左右,倾角1013,平均11。从1603切眼施工过程看 ,在工作面的东南部区域范围煤层倾角较大,走向没有变化。运输顺槽掘进规程中遇到两个小断层,一个在ys4与ys5导线点之间,断层走向175,倾角65。断层落差1m,另一个在ys9与ys10导线点之间,断层走向166,倾角31。断层落差0.2m,回风顺槽掘进过程中遇到一断层,断层走向153,倾角70。断层落差1m,切眼掘进过程中遇到一断层,断层走向166,倾角40。断层落差1.5m。2、由于受公乌素逆断层影响靠近断层附近的煤层结构较为破碎。根据地质资料,1603工作面内还存在一条F35逆断层,探巷与切眼均未揭露,资料记载F35逆断层靠近回风顺槽,回采过程中可能揭露此断层,断层附近煤层结构会较为破碎。断层名称走向倾向倾角性质落差(m)对回采影响程度F公逆南北东4560逆断层6090留设了断层保安煤柱,对工作面回采影响不大F35南北东65逆断层12工作面掘进过程中未揭露 二、其它因素对回采的影响:1603工作面无熔岩陷落柱和岩浆浸入体现象,所以回采中不予考虑。第五节 水文地质 一、水文地质情况:1、根据原精查地质报告,矿区含水层含水贫弱,大气降水补给匮乏,矿井水文地质条件简单,由于小窑采空区积水情况不清,矿井水文地质类型划分为复杂型。2、16#煤层位于C31地层中,C31顶部和上部C32为本地区的第含水带,全厚约70m,地表裂隙率为1.1913.12%,简易水文观测消耗量为0.031.58m3/h,含水较丰富,q=0.0369L/sm,k=0.138m/d,水质为SO4ClK+NaCaMg。3、该工作面掘进期间未揭露公乌素逆断层,断层因落差较大,两侧岩层会破碎,裂隙发育,断层导水情况不明,回采过程中易发生冒落引发的顶板裂隙水及采空区积水。在工作面低洼处形成大的积水,影响正常回采。4、1603工作面东上部为二采老综放工作面,根据老综放工作面采空区积水面高程(1149m水平),计算得出老综放采空区积水量为126794m3,静储量丰富,动水补给情况不清,涌水量可能增大,采取探放水工作面后剩余积水量为40000 m3左右。5、1601采空区放水期间最大涌水量Q=120m/h,1601采空区存在动水,动水补给量Q=30m/h左右。二、涌水量正常涌水量: 80 m/h 最大涌水量: 150m/h 根据煤矿安全规程第二百七十八条规定,经计算工作面应安装满足排水能力不小于180m3/h的水泵及管路,以确保安全生产。第六节 影响回采的其它因素影响回采的其它因素瓦斯矿井属低瓦斯矿井煤尘经中国煤炭研究总院重庆分院测定:煤尘具爆炸倾向性煤的自燃经中国煤炭研究总院重庆分院测定:类,不易自燃地温地质报告中未涉及地温资料,根据相邻矿井开采情况,无地温异常区CO2含量较低地压无异常 第七节 储量及服务年限一、储量:工作面走向长611m,倾向长155m,煤层平均厚度为8.04m,容重为1.45t/m3,则地质储量为:Q地=6111558.041.45=1104070.89吨二、计算损失量:1. 设计底煤损失q底 (工作面与运输交叉三角煤损失量)q底=可采走向S1.45 =611(0.560.4)1.45 =1063.14t2. 初采顶煤损失 q初采q初采 =顶煤跨落步距放顶煤高度工作面长度1.45t/m3=255.241551.45=29442.25t3、工作面放顶煤损失率按8%取,顶煤损失量q顶 q顶 =可采走向工作面长度放顶煤高度1.458%=6111555.241.458%=57565.45t4、落煤损失按2%计算, q落 =可采走向工作面长度采高1.452%=6111552.81.452%=7690.04t三、工作面实际可采储量Q采=Q(q底+ q顶+ q初采+ q落) =1104070.89(1063.14+29442.25+57565.45+7690.04) =1008310.01t工作面回采率:1008310.011104070.89100%91%四、可采期n=走向长度/月设计推进长度=611/48=12.7(月)第二章 采煤方法第一节 巷道布置1603工作面回风顺槽设计断面(4m3m)为矩形,运输顺槽设计断面(4.2m3m)为矩形,两顺槽均沿16#煤层走向布置、沿底板掘进,支护为锚网梁+锚索支护,工作面(切眼)沿煤层倾向布置,走向推进。该工作面走向长度611m,倾向长度155m,煤层平均厚度8.04m,煤层倾角为11-15度,硬度较小,结构复杂,特采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤开采。工作面运输顺槽经溜煤眼与主井贯通,原煤直接经溜煤眼给煤机溜至主井皮带运上地面。附图2:巷道平面布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺1603工作面采用倾斜厚煤层走向长壁后退式综合机械化且放顶煤采煤法,工作面按倾向长壁布置,ZF6400/20/32型放顶煤液压支架支护,MG-300/700WD双滚筒采煤机落煤、装煤,顶煤通过矿压自然垮落,自溜装煤;工作面前后部各安设一台SGZ764/630型刮板输送机一部,分别运输采煤机落煤与放顶落煤。端头斜切进刀。设计采煤机割煤高度2.8m,截深0.8米,放煤步距为0.8米,实行“一刀一放”制,采放比为1:1.87。全部垮落法管理顶板。二、工艺流程(一)工艺流程简介交接班收机尾段支架护帮板上行割三角煤移机尾支架调整上下滚筒位置下行清底煤伸出机尾段支架的护帮板由下向上依次推移机尾段刮板输送机收机头段支架护帮板采煤机下行割煤至机头处跟机移架调整上下滚筒位置上行清底煤移前刮板输送机机头伸出机头段支架护帮板由下向上依次推移前刮板输送机斜切进刀采煤机入刀停机放顶煤移后部刮板输送机清浮煤(二)工艺要求1、交接班 由上下班跟班副队长、班长、验收员及特殊岗位人员双方进行现场交接,对当班设备完好情况、放顶煤情况、工作面存在问题及注意事项等必须交接清楚。接班后,对存在问题进行处理后方可开始当班正规作业。 2、割三角煤斜切进刀 本工作面采用上端头割三角煤斜切进刀方式:先将该段支架的护帮板收住,并接上一班采煤机上行割三角煤至上出口,左滚筒在下,右滚筒在上。调换滚筒位置,采煤机下行清煤至进刀口,下行割煤,同时进行推移机尾刮板输送机。采煤机割至下出口,调换滚筒位置,上行清底煤至进刀口,将弯曲段刮板输送机推直,并将该段支架地护帮板伸出,及时护帮,完成斜切进刀过程。割三角煤进刀时,必须保证割煤进刀长度不小于35m,把前刮板输送机推平推直,进刀结束,采煤机进入缺口停好后要停电摘离合器并实现与前部刮板机的闭锁,将采煤机滚筒落地后方可进行 其它工作。附图3:斜切进刀示意图3、割煤双滚筒采煤机前滚筒(前进方向的滚筒)割顶煤,后滚筒割底煤,上行未清完的煤由铲煤板在推移刮板输送机时自行装入溜槽。割煤时严格将采高控制在2.7m2.9m之间,使支架有足够的空间与行人空间,顶板、底板必须割平且不留底煤,将煤壁割成直线。 4、移架采煤机下行割煤时,滞后采煤机10米左右由下向上分段逐步移架。移架的操作顺序为:收护帮板收伸缩梁降前后立柱移架伸前后立柱伸伸缩梁打开护帮板移架时,为防止咬架或挤架,一定要控制降架高度不超过相邻支架侧护板高度的2/3,支架到位后,依靠本架侧护板调整支架倾角,缓慢将支架升起,使支架接顶严实。当顶板破碎时,要放慢割煤速度,及时跟机带压擦顶移架。移架时采用挂线移架,保证工作面支架移到位后成一条直线。降架时先降后柱,后降前柱,升架先升前柱后升后柱,尽量做到后柱下降量比前立柱多,立柱下降量控制在200mm以内,使支架顶梁带有一定倾角(7),保证支架前梁接顶严实。若顶板局部破碎,支架前梁漏顶空顶,应及时采用刹杆、板梁进行刹顶,使支架前梁、顶梁能有效支撑顶板。支架高度严格控制在2.72.9m之间,出现超高,偏低情况时,应及时进行处理,保证支架的稳定性和支护状态良好。出现挤架、歪架、咬架现象时,应及时处理,严禁强拉硬推。5、推移刮板输送机采煤机由机头向机尾返空刀清扫浮煤时,从机头滞后采煤机18m由下向上按顺序推移刮板输送机,在推移刮板输送机的过程中严禁出现死弯或损坏连接销,将刮板输送机推到位后,立即将工作面防滑油缸的操作阀片打回“0”位,并必须保证刮板输送机推到位后成一条直线。若前部刮板输送机出现严重下滑或上窜时,要通过伪斜开采来调整工作面。6、转载机移设及端头支架推移转载机前,由班长、转载机司机对转载机机身及该地段刮板输送机进行检查,清除矸石、煤及影响推移的其它障碍物。检查转载机前后超前支护是否影响转载机前移,提前进行处理。转载机前移时,必须派专人观察行走轮的运行情况,发现卡阻、跑偏时要及时进行处理。移机头,机尾端头支架时,先移2#架,再移3#架,最后移1#架。7、放顶煤放煤时,为了利于端头维护,机头、机尾前五部支架不放顶煤。放煤步距为0.8米,即采取“一刀一放”方式。放煤时采取自上而下多轮顺序放煤。放煤时要掌握好放煤量,以防压死后部刮板机,放煤见有大量矸石流出时,立即停止放煤。每班必须由固定的专职放煤工进行放煤。三、工作面正规循环生产能力W=LSh1YC+LSh2YC =LSYC(h1+h2) =1550.88.041.4591% =1315.48吨式中:W工作面正规循环生产能力t L工作面长度 m S工作面循环进度 m Y煤的密度 取1.45t/m3 h1采煤机截割高度 m h2顶煤厚度 m C回采率 取91%第三节 设备配置一、 机电设备参数序号名称型号功率/KW数量1采煤机MG300/700WD70012前部刮板输送机SGZ764/63063013后部刮板输送机SGZ764/63063014转载机SZZ830/25025015破碎机PCM16016016电缆液压拖动单轨吊DYT-1417乳化液泵BRW400/31.525028皮带输送机DSP-63/100/21251251二、 液压支架参数: 工作面配备:MG300/700WD型采煤机一台,ZF6400/20/32型液压支架101部,ZFG7200/19/36过渡支架6部,SGZ764/630 型刮板输送机工作面前后各一部。液压支架参数支架型号工作阻力KN支架高度mm工作高度mm中心距mm数量/部ZFG7200/19/3672001900-36002700-290015006ZF6400/20/3264002000-3200280015001011603运输顺槽配备:DSP-63/100/2125带式输送机一部,SZZ830-250型转载机一部,PCM160型破碎机一部,BRW400/31.5型乳化液泵两台,DYT-14电缆液压拖动单轨吊一部,KBSGZY-1000型移变一台,KBSGZY-800型移变两台,KBSGZY-630型移变一台,KBSGZY-500型移变一台,KBSGZY-315型移变一台。第三章 顶板控制 第一节 支护设计一、支护设备选型根据工作面回采地质说明书所述,以及1604和1601工作面支架选型及使用情况,该工作面选用ZF6400/20/32型放顶煤支架和ZFG7200/19/36型端头支架进行支护。名 称ZF6400/20/32ZFG7200/19/36支架高度(mm)2000320019003600工作高度(mm)2.827002900工作阻力(KN)64007200初撑力(KN)5232中心距(mm)15001500顶梁最大外型尺寸(mm)4646最大控顶距5446最小控顶距4646液压支架主要技术参数1、工作面顶板压力预算:按采煤工作面标准规定,1603工作面支架需要承受的载荷为8倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。顶板压力Q=8采高岩石重力密度工作面长度支架最大控顶距 =(82.8251555.46)KN =473928KN2、工作面支架的工作阻力计算:工作面共有101部ZF6400/20/32型液压支架和6部ZFG7200/19/36型液压支架工作阻力:F=(1016400+72006)KN = 689600KN可见FQ,故该液压支架适应于该工作面。二、乳化液泵站乳化液泵站选用BRW400/31.5型,两泵一箱,泵站布置在运输巷设备列车之后。第二节 工作面顶板管理一、工作面常规支护(1)、工作面支护1603工作面共安装ZF6400/20/32型液压支架101部,支架中心距为1.5米,工作面最大控顶距5446mm,最小控顶距为4646mm,端面距控制在340mm以下,移架推溜步距为0.8m。(2)、上、下端头支护上下端头各安装ZFG7200/19/36型液压支架3部。二、特殊情况顶板管理1、初采初放顶板管理2、未采阶段顶板管理3、过断层时顶板管理以上管理措施见安全技术措施第三节 运输巷、回风巷及端头管理一、工作面运输巷、回风巷顶板管理1603工作面两巷原支护为锚网梁+锚索支护。回风巷在距工作面不小于20米巷道内,距两帮煤壁0.5米处各打一排支柱,采用0.8米铰接顶梁配合2.8或3.5米单体液压支柱进行维护,距工作面10米范围内在巷道中间加打一排单体支柱进行超前维护。运输巷采用4米圆木配合2.8或3.5米单体支柱维护,支护长度不小于20米,间距为0.8米,10米范围内在转载机上帮加打一排支柱。行人侧宽度保证在0.7米以上。尾巷侧采用一排点柱维护。遇巷道超高地段采用圆木刹顶进行维护。二、端头管理上、下端头维护采用4米型钢梁配合单体支柱支护,分别在前、后部刮板输送机机头和机尾顶板处靠第一部支架最后一部支架2侧各打2对型钢梁(8根),其支护间距为1.5m,形成四对八梁走向抬棚支护并随着回采向前迈步前移,迈步步距为1.6m,支护必须保证一梁三柱。在第一部支架尾梁侧加打一行液压单体支柱,要求将每根液压单体支柱打在原有的木棚棚粱上,并在尾巷侧靠采空区打一排切顶密集。并朝采空区打好戗棚。三、工作面端头单体支柱的回撤随工作面的推进,上、下端头支护随采随回,八点班回撤,回撤方式为人工回撤。单体卸载时利用卸载手把远距离操作,等顶板稳定以后人员方可采用拔柱器进行回柱。四、工作面支护材料的使用数量及备用存放管理。1、支护材料使用情况、单体支柱使用数量:2.2米20根、1.2米5根、2.8米200根、3.5米150根。 、铰接梁使用数量:0.8米80根。型钢梁使用数量:12根。2、备用情况所有的备用材料数量按所使用材料的10%计算备用:1.2米1根、2.2米2根、2.8米20根、3.5米15根;铰接梁8根,型钢梁备用1根。圆木存放数量:50根。金属网存放数量:30卷。3、存放管理所有支护材料统一存放在回风巷距工作面100m处,材料必须上架、挂牌管理,靠巷道下帮码放整齐。废旧材料及时进行回收,消耗材料及时向井下补存。附图4:工作面支护平面、剖面图第四节 矿压观测一、 工作面矿压观测设备采用KJ-24型压力传感器进行连续监测。二、 观测点设置 工作面每隔12架设一测点,共设9个测点。三、 巷道矿压观测上下巷超前维护范围采用单体测压计检测液压支柱的初撑力,要求支柱的初撑力不小于90KN,每班支设后必须逐一进行检测。 四、矿压观测目的1603工作面进行对支架阻力观测、两巷超前支护范围内液压单体支柱阻力观测,以及支护质量动态监测,根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点,超前支承压力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性、工作面支护质量等进行定期分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式运煤设备及装、转载方式1603工作面前、后部各安装一部SGZ764/630型刮板输送机分别运输采煤机截割落煤和放顶落煤,运输巷经PCM160破碎机破碎后由SZZ983/250转载机转载。然后由DSP-1063/2125可伸缩带式输送机运煤至溜煤眼。经溜煤眼给煤机均匀溜至主井运输巷DTL-100/90/3250皮带输送机运至地面。SGZ764/630型刮板输送机,运输能力为800t/hSZZ983/250 型转载机,运输能力为1000t/hDSP1063/2125型带式输送机,运输能力为1000t/h二、运煤路线工作面刮板输送机破碎机转载机转载至顺槽皮带溜煤眼给煤机主井皮带落地 三、运料路线1、回风顺槽地面副井1603上车场1603回风巷工作面2、 运输顺槽 地面副井1603下车场1603运输巷工作面四、行人路线1、 回风顺槽 地面猴车行人斜井1603上行人斜巷1603回风顺槽工作面2、运输顺槽 地面车行人斜井1604下行人斜巷1604下车场副井 1603下车场1603运输顺槽工作面附图5:运输系统图第二节 一通三防一、通风系统(一)风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc=1000.11.8=18m3/min式中:Q采工作面需要风量 m3/min q采绝对瓦斯涌出量 m3/min Kc瓦斯不均匀系数 取1.82、按工作面温度计算Q采=60VcScK=600.8(4.64+5.44)/22.81.2 =812.85m3/min式中:Vc工作面风速(当工作面温度在1520。C时,V=0.51m/s,取0.8m/s)Sc工作面平均断面积m2K断有效断面系数取1.23、按工作面最多人数计算:Q采=4N=480 =320m3/min式中:N工作面同时工作的最多人数,取80人4、按风速进行验算:根据煤矿安全规程规定,工作面风速必须满足:0.25m/sV4m/s按最低风速验算:V采=Q采/60h*L最大*K供V采=812.85/(605.442.81.6)=0.56m/s按最高风速验算V采=Q采/60h*L最小* K供V采=812.85/(604.642.81.6)=0.65m/s经验算,0.25V采4,符合煤矿安全规程规定。式中:K供为供风系数取1.6,V采为工作面风速。5、工作面风量确定为812.85m3/min(二)通风路线 新鲜风流副井1603下车场1603运输巷1603工作面1603回风巷总回风巷竖风井排入地面附图6:通风系统图 二、瓦斯防治()瓦斯检查1、回采过程中应注意上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集,此处要严格瓦斯管理,及时处理上隅角瓦斯聚集。2、瓦检员要持证上岗,所携带的瓦检仪要完好,灵敏度可靠。每班对工作面检查的次数不少于两次,且检查时间应均匀。3、所有人员进出回风巷时,严禁将两道风门同时打开,造成风流短路。4、瓦检员对检查地点的气体浓度、空气温度,测定数据要定点准确监测,认真填写瓦斯手册、牌板,严格执行瓦斯检查制度。必须做到无空班、漏检、假检,并执行现场交接班制度。5、当班队长、班长及其特殊工种应积极配合好瓦检员的工作。6、机尾工作人员必须经常注意上隅角瓦斯检测仪的示数,当示数接近规定时,应及时采取措施。7、停风的工作面恢复供风后,必须通过瓦检员进行检查,经证实无危险后,方可恢复工作。8、每班跟班领导及采煤机司机必须携带便携式瓦检仪。 (二)瓦斯监控监测 1、工作面设专职瓦斯检测员检测瓦斯。检测地点设在: 、工作面进风流(指运输巷至工作面煤壁线以外的风流); 、工作面风流(指距煤壁、顶板、底板各20cm以外的风流和以采空区切顶线为界的空间风流); 、上隅角(指工作面回风侧最后一部支架处); 、工作面回风流(指距工作面10m以外的回风巷内不与其它风流回合的一段风流)。 2、在1603运输顺槽皮带机头处设一个烟雾传感器。再设一部甲烷传感器,甲烷浓度大于1.0时报警,甲烷浓度达到1.5时断电,甲烷浓度小于1.0时复电。设一氧化碳传感器一部,一氧化碳浓度大于0.0024时报警。3、在运输顺槽设备列车处安设馈电传感器一部,甲烷传感器一部,甲烷浓度大于0.5时报警、断电,断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备,浓度小于0.5%时复电。在转载机桥身处顶板安设一部烟雾传感器,一部一氧化碳传感器,其浓度大于0.0024%时报警。4、在工作面上隅角安设一部甲烷传感器,安设位置为:距回风顺槽上帮30cm,距顶板20cm。其浓度在超过1.0%时报警,超过1.5%时断电,断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备,小于1.0%时复电;安设一部一氧化碳传感器,其浓度大于0.0024%时报警;安设一部氧气传感器,其浓度小于18%时报警;安设一部温度传感器其温度超过26时报警。5、在回风顺槽距工作面10米处安设一部甲烷传感器,其浓度在大于1.0%时报警,大于1.5%时断电,小于1.0%时复电。6、在回风顺槽内距主回风巷10米处安设一部一氧化碳传感器,其浓度大于0.0024%时报警;安设一部温度传感器其温度超过26时报警;安设一部风速传感器,其风速超过8m/s时报警;安设一部甲烷传感器,其浓度在大于1.0%时报警,大于1.5%时断电,断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备,小于1.0%时复电。附图7:监测监控系统图 三、综合防尘系统(一)防尘管路系统 地面静压水池 副井1603下车场1603运输顺槽工作面 1603回风顺槽工作面附图8:供水防尘系统图(二)防尘措施 1、降低工作面浮尘保证采煤机内外喷雾系统完好,必须要求雾化程度要好,做到喷头无堵塞及短缺现象,要加强管理,每天检查维护一次。工作面每隔20部支架设一个三通,每天接管冲洗工作面一次。在工作面及运输巷各转载点设喷雾装置消除飞扬浮尘,降低进入工作面风流中的含尘量。2、工作面运输巷和回风巷每隔50米设一个三通,用于冲洗巷道。3、定期(23天)冲洗巷道煤尘,注意保护好电器设备。4、距工作面上下出口30米处各安设两道全断面净化水幕,喷头迎风安设,以降低进入和排出工作面风流中的煤尘。5、在运输巷皮带上每隔150米安设一部自动喷雾装置,每天设专人维护确保正常使用。6、搞好个体防护工作,采煤机司机、移架工、放炮工等工作人员都要佩戴好防尘口罩。7、煤层注水为减少生产过程中产尘量,以超前向煤层注水的方式在1603工作面回风顺槽下帮,采用ZDY1900S型专用钻机沿煤层倾向打眼,设计眼钻孔深为110米,钻孔间距为20米。注水方式为静压注水,待煤层充分出汗时停止注水。(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施在运输巷、回风巷内各安设30米的隔爆水袋,保持距工作面100米。每周至少检查2次工作面各转载点的煤尘,定期冲洗。同时对隔爆设施安装的地点、数量、安装质量进行全面而细致的检查。四、防治煤层自燃发火措施1、内因火灾防治措施、工作面尽可能提高放煤效果,提高回采率,做到采空区最大限度少丢煤。、加强工作面设备管理,减少事故,在保证工作面放煤效果的前提下,尽可能的加大推进速度。、每班瓦检员加强工作面上隅角瓦斯检查,密切监测工作面CO、CO2及温度变化,发现问题立即处理。、在上巷安设束管气体监测设备,由矿信息中心定期取样分析,及时准确测定CO等有害气体浓度。一旦发现有害气体超过规定要求及时查明原因进行处理。、在回风巷尾巷预埋一趟注浆管,以便能够及时向采空区注浆灭火;在运输巷尾巷埋设一套注氮管路,利用每天八点班停产检修时间向采空区注氮,防止采空区自燃发火。在工作面中部和上隅角各安设一部测氧仪,氧气浓度一旦低于18%发出警报,同时在注氮期间工作面设专人巡回检测氧气浓度。、在工作面开采期间,通风队定期检查工作面上部地表裂缝,必须及时组织力量充填、封堵漏风。、工作面回采结束后,必须及时对1603工作面进行封闭。2、外因火灾预防措施、生产过程中,各班必须清理工作面各地点浮煤。、生产过程中用过的棉纱、油脂及可燃物,必须由专人负责,放在铁桶内回收,铁通必须有盖。、皮带机头、各配电点以及油脂存放地点等重点地段必须设置灭火器材,灭火器不少于2个,0.5m3砂子铁锹和铁叉等工具。、工作面洒水管路必须完好。、工作面必须使用阻燃输送带,带式输送机各种保护必须齐全、可靠,杜绝输送带摩擦导致高温冒烟或明火现象。、严禁任何人员携带烟火。、一旦工作面发现火灾,现场人员必须立即采取一切可能方法直接灭火,控制火势,并迅速报告调度室。第三节 排 水一、水仓位置回风巷在掘进过程中淋水量较小,经探无积水现象,因此在巷道低洼或容易积水地段打长4米、宽2米、高2米的水仓即可满足排水要求;运输顺槽在平行于运输巷下方6米处掘一条泄水巷,泄水巷与运输巷每隔30米打联络巷,用于控制采空区涌水及布置管路排水。二、排水设施在运输巷450m处布设3台55KW排水泵,其中一台为备用泵, 3台9.2KW潜水泵配合55KW水泵集中排水,其中一台为备用泵。回风巷内不布设水泵。三、管线布置及排水路线运输巷布置两趟4寸PE管管路。排水点运输巷副井水沟自流至主井水仓;由主井水仓排至地面。附图9: 排水系统图第4节 供 电 1603运输顺槽及工作面供电由中央变电所向工作面变压器直接供电,供电分以下线路:KBSGZY-1000/6/1140型移动变压站一台;KBSGZY-800/6/1140移动变电站两台;KBSGZY-630移动变电站一台;KBSGZY-500移动变电站一台;KBSGZY-315移动变电站一台;其中1000KVA移变供前部刮板输送机和乳化液泵;一台800KVA移变供采煤机;另一台800KVA供后部刮板输送机;一台630KVA移变供转载机、破碎机和乳化液泵;一台500KVA移变供皮带机、游车、绞车、信号及照明,一台315KVA移变供运输顺槽水泵。1603回风顺槽供电:回风顺槽供电直接取井下中央变电所的电源,供无极绳绞车和通讯照明。附图10:供电系统图 第五节 照明通讯一、通讯系统由矿监测中心在井下安设3部防爆电话,皮带机头安装一部(4100698),转载机机头安设一部(4100698),回风巷机尾安设一部(4100418),地面办公室及值班室安设两部串联电话(4100970)。1603上下巷以及工作面安设全套KXH-3/127型通讯声光信号器,上下巷每隔50m安设一部声光信号器,工作面每隔10部支架安设一部信号器。并对下料工配有对讲机,以便随时联系。另外,班长以上管理人员以及部分岗位工配备小灵通,便于井下与地面随时取得联系。二、照明系统上下巷内每隔50米安设一盏防爆照明灯,工作面每隔15米安设一盏防爆照明灯。 附图11:通讯照明系统图 第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织1、工作面循环方式循环进度0.8米,昼夜循环数2个。 2、作业形式采用“两采一准”作业,即两班生产一班检修。3、劳动组织工作面采用分段综合作业,各作业组负责本段的移架、推溜、清煤等工作。检修班实行专业工种包机制。附图12:循环作业图劳动组织表甲班乙班检修班合计副队长1113技术员1113班长1113组长22610验收员11 2采煤机司机33 6溜子司机22 4转载机司机11 2电工11810支架工66820上下端头工22 4放煤工22 4看泵工1113清煤工33 6超前维护工 101

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