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山西离石厚德煤业有限公司 第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系4104采煤工作面位置及井上下关系,见表1水平名称本煤层单一水平开采采区名称本煤层设计为一个采区地面标高最低987,最高1190底板标高+890 - +920地面相对位置工作面对应地表,位于西山里村北面。回采对地面的影响地表为第三、四纪黄土覆盖,地表面貌不太复杂,采动影响将会造成土地裂缝,影响耕种。位置及相邻关系4104采煤工作面位于井田中部,西北面是4103工作面采空区,西南与运输大巷、回风大巷相依。走向长度/m111.5倾向长度/m669面积m274594表1第二节 煤 层4104采煤工作面开采煤层情况, 见表2 表2煤层厚度m1.5-1.7煤层结构简单煤层倾角3-7开采煤层4#煤层煤种低低中灰、特低-低硫焦煤稳定程度较稳定煤层情况描述煤层为东西走向,南北倾向,煤层中部普遍含一层夹矸。第三节 煤层顶底板 4104工作面煤层顶底板岩性:顶板为泥岩、砂质泥岩,少数为砂岩;底板为泥岩、砂质泥岩。附工作面煤层综合柱状图 第四节 地质构造该工作面地质构造简单,从顺槽开口到切眼方向煤层有变薄趋势,赋存较稳定,属于近水平煤层。该煤层中部普遍含一层夹矸,距顶0.5-0.6m,厚度平均0.4m,岩性为炭质泥岩。根据本矿地质资料及前期开掘顺槽时观察预计该工作面不会出现断层及其它地质构造。第五节 水文地质情况根据本工作面开掘顺槽时观察,工作面水文地质条件简单,顶板无淋水。巷道有少量积水(来自各转载点的喷雾洒水和清洗巷道)根据地质资料、地形情况不会发生涌、突水现象。第六节 影响回采的其它因素2008年瓦斯等级鉴定:绝对瓦斯涌出量0.34 m3/min,相对瓦斯涌出量1.63 m3/t,为低瓦斯矿井。根据2007年1月19日山西省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告,现采4#煤层煤尘具有爆炸性,火焰长度50mm,岩粉用量60%,吸氧量0.6942cm3/g,自燃等级为II类,属自燃煤层。第七节 储量及服务年限一、储量4104工作面倾向长669m,走向长111.5m,可采倾向长629m,(留设40m大巷保安煤柱),煤层计算煤量厚度平均1.2m,容重为1.35tm3,工作面回采率为97%,则:工作面可采储量=669m111.5m1.2m1.35T/m3=120841T回采煤量=629m111.5m1.2m1.35T/m397%=110208T二、工作面服务年限(月工作日25天)服务年限=开采推进长度/设计月进长度=6291504.2个月第二章 采煤方法第一节 巷道布置4104工作面位于采区中部,布置在运输大巷东北部;工作面由北向南开采,停采线位置距运输大巷30m。 一、工作面运输顺槽运输顺槽沿工作面倾向布置,巷道从运输大巷以方位角48。24,开口,沿顶板起底掘进。巷道规格(净高2.2m净宽4.2m),采用锚网(索)支护,锚杆间、排距0.9m,锚索沿巷道中线布置一排,间距5.4m。该顺槽设计为机轨合一,担负工作面原煤、设备运输和进风、行人任务。 二、工作面回风顺槽回风顺槽沿工作面倾向布置,巷道从运输大巷以方位角48。24,开口,沿顶板起底掘进。巷道规格(净高1.8m净宽3.0m),采用锚网支护,锚杆间、排距0.9m。该顺槽主要用于工作面回风,并担负工作面行人及材料运输任务。附工作面及巷道布置图三、工作面开切眼:工作面切眼净宽6米,净高2米,沿顶起底掘进,采用锚网(索)联合支护,锚杆排距0.8m,间距0.95m,每排共7根;锚索间排距1.5m2.4m。用于工作面综采设备的安装。第二节 采煤工艺一、 采煤工艺1、本工作面采用倾向长壁后退式开采;全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤方法。2、采高:该工作面煤层总厚度平均1.6m,煤层中部夹矸平均40cm;一次采全高1.6m。 3、落煤装煤方法:工作面采用MG265/312WD型交流电牵引双滚筒采煤机落煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,滚筒自旋使其截齿将煤破碎,装煤依靠机组螺旋筒和铲煤板相配合自动将煤装入溜子内。支架底座及架间浮煤由人工用铁锹攉入煤溜内。4、进刀方式:端头斜切进刀长度为25-30m,截深为0.6m。二、工艺流程采煤机斜切进刀-割煤-移架-推溜-清浮煤 1、斜切进刀割煤以溜头为例,采煤机在溜头割通之后,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,向尾沿输送机弯曲度逐渐切入煤壁,进入直线段(即其前后滚筒全部切入煤壁达0.6m)后,停止采煤机、刮板输送机、转载机,将溜子推直,支架前移,对调滚筒,采煤机向头割煤。待割通后,对调滚筒,采煤机反向正常割煤。(采煤机双向穿梭式进刀,机尾进刀方式同机头)。附采煤机进刀示意图2、移架采用及时支护,邻架操作,顺序移架方式,滞后采煤机后滚筒15m逐架前移,支架初撑力不得小于3090KN。3、推溜 推溜滞后采煤机后滚筒12m以外操作支架操纵阀进行。溜子弯曲段不得小于15m,弯曲度不得超于3,推溜步距为0.6m,推溜时要平稳,并随时调整,使溜子处于平、直、稳状态。 推移运输机机头、机尾:推移运输机机头、机尾必须在运输机停机闭锁情况下用回柱绞车配合支架进行。首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头维护情况,处理一切不安全隐患,并清理干净煤帮侧浮煤。推移时要有专人指挥,作业人员必须站在安全区域,将溜头、溜尾推移到位。附:采煤机技术参数见表3表3装机功率kw311.5牵引功率kw22牵引方式交流电动牵引牵引形式摆线轮 销排采高范围m1.1-2.0滚筒直径m1.1滚筒转速r/min69.78;57.49截深mm600截割功率kw465牵引速度m/min07.07泵站功率kw7.5摇臂形式整体弯摇臂牵引力KN306.2调速方式机载交流变频供电电压V1140第三节 设备配置4104采煤工作面机械设备及其它设备,见表4 表4设备名称型号数量功率长度采煤机MG265/312-WD1311.5 KW工作面刮板输送机SGZ-630/26412132KW115m转载机SZZ-630/75175KW30m回风顺槽调度绞车JD-1.6225KW回风顺槽调度绞车JD-1111.4KW回风顺槽回柱绞车JH-14118.5KW运输顺槽回柱绞车JH-14118.5KW运输顺槽调度绞车JD-1.6125KW支 架ZY3500/10/2071端头支架ZYG3800/12/224单体液压支柱DW2.5/300/100120皮带输送机DSJ80/40/2401部80 KW642m型梁DFB3000/30040乳化泵BRW-200/31.52125KW破碎机PCM/90190KW第三章 顶板控制一、顶板管理方法本面采用综合机械化采煤方法,采空区自行垮落法管理顶板。二、 支护方式本面采用71架ZY3500/10/20型两柱掩护式液压支架和头尾各2架ZYG3800/12/22掩护式过渡支架管理顶板。1、支架说明ZY3500/10/20型两柱掩护式液压支架:支撑高度1.0-2.0m, 支架长度4.45m,宽度1.43m,工作阻力3500KN,初撑力3090KN。ZYG3800/12/22两柱掩护式过渡支架:支撑高度1.2-2.2m, 支架长度5.1m,宽度1.43m,工作阻力3800KN,初撑力3090KN。2、支架强度校核 工作面采高平均1.6米,8倍采高厚度12.8米。 顶板岩性以泥岩、沙质泥岩为主,岩石容重取2.5t/m3,每平方米顶板压力按8倍采高计算为:F顶=1.682.5=32t/m2 液压支架额定工作阻力为3500KN=357.14t,液压支架的支护面积为:S=最大控顶距支架中心距=3.781.5m=5.67m2液压支架的支护强度为:F支=357.14t5.67m2=62.98t/m2有以上计算可知:F支F顶,液压支架的支护强度符合要求。3、基本支架形式工作面由75架两柱掩护式液压支架管理顶板,支架中心距1.55,端面距0.15m,最大控顶距3.78m,最小控顶距3.18m,放顶步距0.6m,工作面液压支架实行编号管理。附工作面支护平面布置图4、端头支护采用矿用单体液压支柱与3m型钢梁一梁三柱支护。、进风顺槽距1#支架外沿0.5m处支设两架跨溜抬棚,棚间距1.0-1.5m,靠转载溜内侧平行于跨溜棚支设另一架。、回风顺槽距75#支架外沿0.5m处支设两架跨溜抬棚。靠邻帮0.5m平行于跨溜棚支设另一架。溜头、溜尾移过后,确保始终有一架完整的跨溜抬棚。5、落山角的顶板管理及放顶工艺 、顶板管理:工作面进、回风落山角均支设双排密柱切顶,柱距0.3m,排距0.5m,两端密柱间留有0.5m的安全出口,每根单体柱上带600200150木帽,每根单体柱必须升紧支牢,以3倾角迎老塘支护,顶板压力大时根据情况用木垛加以支护。、放顶工艺:运输顺槽采用锚网(索)支护,回风顺槽采用锚网支护。放顶前,首先将放顶地点的杂物清理干净,保证退路畅通,放顶时必须由3人配合进行,并责成一名有经验的老工人观察顶板,并停止工作溜和转载溜的运行且闭锁其开关,靠放顶地点的5架液压支架严禁卸载降架。回柱时严格执行先支后回的原则。锚杆巷道在放顶前由里往外将托帽螺丝拧下,锚索支护地段,放顶前使用退锚机对锚索进行退锚,放顶后要求落山侧切顶密柱与支架切顶线放齐。6、顺槽管理、进、回风顺槽原有支护进风顺槽采用锚杆、钢带、锚索、槽钢、金属网联合支护。回风顺槽采用锚杆、钢带、金属网联合支护。、超前支护:回采过程中,两顺槽始终超前工作面20m加强支护,采用2.5m矿用单体液压支柱配合3m型钢梁,一梁三柱顺巷抬棚支护,柱距为1m、排距为2 m(回风顺槽);3.2 m(运输顺槽)。运输顺槽靠转载溜外侧支设一排,距采煤帮50支设另一排;回风顺槽距两煤帮50各支设一排。、顺槽锚杆、托盘、螺帽及金属网的处理、两巷靠工作面侧和煤柱侧的锚杆、托盘及网,每天由检修班或出煤班的端头维护工集中时间拆除,拆除的距离自煤壁起最大不超过平均一个圆班的推进距离,若煤壁片帮严重、有断层、顶板破碎时,适当减小拆除距离或只拆除工作面侧的。、拆除顺序为:由下而上、由里往外,使用脚手架时,要由专人扶持,防止滚落的煤块、矸石推到脚手架伤人。、拆除锚杆托盘前,应仔细观察顶帮情况,坚持敲帮问顶制度,当发现有离层或片帮时,及时用长柄工具处理掉。、采煤机割到机头或机尾时,其他人员全部躲到远离滚筒5米以外,以防甩出物料伤人,若发现锚杆和网等物料时,要停机停溜闭锁,切断电源,打开采煤机隔离开关,用长柄工具将物料钩出,严禁空顶作业。、拆卸、捡出的锚杆等物料,必须及时外运,分类码放在指定地点,并做好回收记录,严禁锚杆及网等物料进入煤流系统。7、备用支护材料:回风顺槽距工作面30米处备有14cm2.5m优质松木30根, 16/20.3m半圆木100块,2.5m单体柱30根、3.0m型梁30根,分类码放整齐,并挂牌表明。8、矿压观测:、工作面布置13个测点,即5#、10#、15#、20#、25#、30#、35#、40#、45#、50#、55#、60#、65#支架上安设矿用数字压力计,每架支架安一块,共计13块。 、每隔5天对两巷超前支护进行压力测定,每巷每次测单体柱不少于5根。、每班由队兼职矿压工对工作面情况进行宏观观测,对支架压力表进行数据收集,包括煤壁片帮、支架支柱压缩、顶板冒落情况、泵站压力都做详细记录。9、工作面初采放顶管理:、初采初放期间,每班必须有队干部人员现场跟班指挥。、直接顶未冒落之前除按上述要求正规支护外,特别要在落山侧切顶密柱上支设戗柱,每排切顶密柱支设5根戗柱,与切顶密柱形成15倾角撑紧支牢。、加强工作面两端头及超前顶板支护。、当采宽达10m顶板未冒落时,每班设专人观察顶板变化情况,保证顶板冒落的悬顶距离。、初采初放时应制定详细的初采初放安全技术措施。10、工作面收尾措施: 、收尾时将工作面采高控制在2.0m,在支架上方铺网上插梁。、铺设的第一排网全部压入落山后,开始扩循环,共割四刀煤,采用全锚支护。、收尾期间加强工程质量管理,保证安全生产。、收尾时应制定详细的收尾措施。 第四章 生产系统第一节 通风1、通风系统新鲜风流:主斜井运输大巷工作面运输顺槽工作面污风流:工作面工作面回风顺槽4104工作面风桥回风大巷总回风巷回风立井2、风量计算(1) 按瓦斯涌出量计算Q=q瓦100K=0.121001.5=18m3/min式中:q瓦-采煤工作面绝对瓦斯涌出量0.12 m3/min;K-瓦斯不均匀涌出的备用风量系数;0.12 m3/min数值根据2009年度瓦斯等级鉴定得来。 (2) 按同时工作的最多人数计算Q=4N=430=120m3/min式中:N-同时工作的最多人数 (3) 按采煤工作面气象条件计算 Q采=Q 基本K 采高K采面长K温Q采-采煤工作面需要风量m3/minQ 基本-不同采煤方式工作面所需的基本风量m3/minQ 基本-工作面控顶距工作面采高60适应风速70%K 采高-工作面采高系数(采高1.6,采高系数1.0)K采面长 -工作面长度系数(采面长为111.5m,采面长系数1.0)K温 -工作面温度与对应风速系数(工作面温度20以下,对应风速1.0m/s)Q 基本=3.78m1.670%601.0m/s=254m3/minQ采=254m3/min1.01.01.0=254m3/min(4) 按工作面温度计算经实测,我矿工作面温度在20以下,计算时,风速取1.0 m/s。Q采=60VSKV-采煤工作面适宜风速; S-平均有效通风断面;K-采煤工作面长度对应风量系数,取1.0 Q采=601.06.0481.0 =363 m3/min根据我矿工作面实际供风情况,计划给工作面配风400m3/min。风速验算:按最低风速验算采煤工作面的最小风量Q采600.256.288=94 m3/min 按最高风速验算采煤工作面的最大风量Q采6046.288=1509 m3/min故计划配风量符合规定 (后附通风系统示意图)第二节 运 输工作面设备及材料采用调度绞车和平板架子车运输。 1、运煤系统:工作面刮板(SGZ630/264)转载机(SZZ630/75)顺槽皮带(DSJ80/40/240KW)运输大巷皮带(DSJ80/40/240 KW) 转载小皮带 煤库 主斜井皮带(DSJ100/63/275)地面 2、运料系统: 地面 主斜井(JTP-1.2绞车) 运输大巷(JD-1.6绞车)回风顺槽(JD-1.6绞车)或运输顺槽(JD-1.6绞车)工作面 附运输系统示意图第三节 排 水1、水源本工作面水主要来自各转载点的喷雾洒水和清洗巷道。2、排水系统该工作面进、回风顺槽均为上山巷道,运输顺槽的水自流到运输大巷小水仓(容量4m3)。小水仓配设2寸自吸排污泵(型号50ZW15-30,电机功率3KW)排水,经运输大巷排至主水仓。回风顺槽在低洼处设置了一个容量1.5m3小水仓,小水仓配设2寸自吸排污泵(型号50ZW15-30,电机功率3KW),将积水抽至运输大巷小水仓。主付水仓总容量210 m3。水泵房安装三台D46-50 x 4多级离心水泵,配设3寸钢管。一台运转、一台备用、一台检修,工作和备用水泵的总能力能满足矿井最大涌水量的要求。3、排水路线临时小水仓运输大巷主水仓主斜井地面(附排水系统图)第四节 供 电一、供电系统工作面及顺槽内所有设备用电,均来自井下中央变电所内。工作面高压供电选择MYPTJ8.7KV/10KV 350mm2 +316mm2+TS电缆(860M)由中央变电所PBG-100/10高压开关直供到4104运输顺槽设备列车移动变压器(KBSGY-630-10/1140)一侧,再引至回采工作面KBZ-400/1140(660)总开关向工作面设备供电。附供电系统示意图第五节 通信、照明一、通信系统:工作面机头处和每部输送机机头各设电话一部。二、照明系统:工作面支架照明灯每10架安设一盏,共设7盏,扩音电话每10架安设一部,共计7部,各转载点均安设照明灯1个。第五章 劳动组织主要技术经济指标一、作业方式采用“二九、一六”制作业,二班生产,一班检修。每班5个循环,循环进度0.6米。附工作面正规循环图表第一节 劳动组织1、工作面人员配备,见表6 表6工种8点班(检修班)14点班23点队长111班长111采煤机司机22泵站司机111皮带司机11刮板司机22支护工41212瓦斯员111超前维护工444电工、维修工322安全员111合计1628282、主要技术经济指标,见表7表7序号项目单位数量备注1工作面长度m111.52工作面采高m1.6平均采高3倾角5-74容重t/m31.355循环进度m0.6一个循环6循环产量t105一个循环7日循环个数个108日产量t10509月进度m15010回采工效t/人18.7511回采储量t11020812可采期月4.213坑木消耗m3/万吨1014乳化液消耗Kg/万吨20015截齿消耗个/万吨3016支柱消耗根/万吨117型梁消耗根/万吨1第六章 煤质管理一、煤质指标和要求回采期间受采高及煤层结构等因素影响,要求尽量减少矸石进入正常煤流。二、提高煤质的措施1、采煤队成立煤质管理领导组,以队长为核心,各管理人员全部参加,提高全员煤质意识,加强产品的质量管理。2、机组割煤过程中,严禁割破顶底板。3、各转载点必须开机洒水,停机停水,以免增大煤的水份。4、工作面遇到地质变化带,如断裂破碎或煤层变薄时,必须加强工作面支护强度,工作面煤岩必须分装分运,矸石充填采空区,尽量避免矸石出井。第七章 安全技术措施第一节 一般规定一、工作面安全制度1、开工前,由采煤技术员负责,将本规程、煤矿安全规程中的有关规定向职工详细贯彻,并进行考试,考试合格后,方可上岗作业;考试不及格人员必须补考;规程贯彻及考试成绩均要登记在规程贯彻记录本上。2、本工作面工程质量参照综合机械化采煤工作面标准化标准执行。二、安全技术措施1、必须保持两平、一净、无漏液、两畅通。两平:顶、底板平;一净:所有的液压设备无漏液现象;两顺槽安全出口畅通。2、工作面必须挂“正规循环作业图表”牌板、“工作面避灾路线图”牌板。3、设备要挂标志牌板、责任牌板。三、交接班制度严格执行交接班制度。上班遗留问题必须向下班交接清楚;本班人员接班后,除对遗留问题进行核实外,还必须对安全出口、工业卫生等进行检查,有问题及时进行处理。四、出、入井路线1、入井路线主斜井井底车场运输大巷工作面进风顺槽或回风顺槽4104工作面2、出井路线:沿入井路线返回。 第二节 顶 板 管 理一、支护要求 1、同一回采工作面,不使用不同类型或不同性能的支护材料。 2、回采工作面杜绝使用损坏失效的支柱和顶梁,入井前必须进行检验和受压试验,检修合格后方可使用。 3、回采工作面必须有足够的备用支柱、顶梁、圆木等。 4、回采工作面必须按规定及时支护,严禁空顶作业。 5、严格执行敲帮问顶制度,开工前班组长、安全员对工作面全面检查,确认无危险、无隐患才能进入工作面。每个工作人员必须认真对工作地点的顶板、煤壁、支护等安全情况进行检查,发现问题立即采取措施进行处理。二、冒顶、片帮处理方法及措施1、如果顶板破碎,必须立即加强支护,即采煤机后滚筒割过后,应及时移架。超前支护必须打足,顶梁与顶板之间必须背实,所有支柱必须完整,支设牢固,严禁有缺梁缺柱等现象。2、两顺槽冒落的空顶部分,必须用木料接顶,即在顶梁上打“井”字形木垛接顶承压,并要防止瓦斯积聚。3、当工作面过断层时,除加强支护外,根据实际情况另补专项安全措施。第三节 一通三防与安全监控一、通风管理措施 为该工作面服务的通风设施必须保持完好。 工作面进、回风巷必须保证通风断面,严禁杂物堆放阻挡风流,影响工作面通风。 主扇停风时,工作面及两顺槽人员迅速撤至运输大巷出井,撤离前及时切断两顺槽及工作面内电源,并汇报调度室。恢复通风前必须有瓦斯员检查瓦斯含量,确认安全后人员方可入内作业。附通风系统示意图二、综合防尘1、防尘管路系统 地面静压水池主斜井运输大巷工作面运输顺槽、回风顺槽工作面 运输顺槽每一转载点设置喷头,每50m设一个“三通”,供消防洒水用。回风巷距工作面30m处设置一处净化水幕,然后间隔150米再设置一处,回风巷共计4处净化水幕;运输顺槽每隔150米设置一处净化水幕,运输巷共计4处;采煤机自带喷雾装置,进、回风巷布设隔爆水袋,均采用吊挂式,水袋需设在直线巷道内,与巷道交差口、转变处保持50-70m,与风门的距离须大于25m,水袋排距为1.0m,水袋边与巷道壁、顶板之间的距离不得大于0.1m,并经常保持水袋的完好和规定的水量,每隔3天检查一次。2、防尘措施 采煤机内喷雾装置水压不得低于2Mpa,二次负压降尘装置(外喷雾)水压不小于8Mpa。 工作面运煤系统各转载点必须安装喷雾洒水装置,且必须保证完好无损。 生产情况下,回风巷必须保证有2道降尘水幕处于常开状态。 必须用好机组喷雾降尘装置,无水和水压低时不许割煤。 进风巷管路每隔50m设一“三通”,定期冲洗两帮及顶部煤尘。附防尘洒水系统示意图三、防灭火根据2007年1月19日山西省煤炭工业局综合测试中心对4#煤层煤样的检验报告,现采4#煤层吸氧量为0.6942cm3/g,自燃等级为II类,属自燃煤层。 我矿现采煤层属自燃煤层,目前井下无火区,但制定有预防煤层自燃发火和防止火灾发生的措施。我矿成立了防火组织机构;能够及时封闭采空区和盲巷,并加强观测;在回采工作面、回风立井安设温度、一氧化碳传感器;在巷道内定期喷洒石灰水:井下合理布置了采、掘通风系统,加强采空区密闭管理,最大限度地减少了回采工作面采空区漏风。矿井地面静压水池、井下防灭火管路系统与防尘系统共用,防灭火管路系统完善。 采取的防灭火措施:进风井口未设置防火铁门,但有防止烟火进入井下的安全措施,井口附近20米范围内无明火。井口每班设有专人负责检身,防止人员带烟火入井。在井底车场设置有1个消防材料库,灭火器材品种数量符合煤矿安全规程要求。井下主排水泵房、中央配电室、采掘工作面配电点、胶带输送机机头、机尾两端20米范围内均采用不燃性材料支护,均备有两个干粉灭火器和一个沙箱。矿井井下电气设备均采用隔爆型和本质安全型。井下选用的电缆、风筒具有阻燃和抗静电性能。地面消防水池能够经常保持不少于200m3水量,能够确保消防用水。实行油脂管理制度,储油点附近要求卫生整洁,无油污。使用过的油布,集中存放到指定地点,不准乱丢乱弃。 采煤工作面采用后退式开采,采煤工作面结束后,能在45天内进行永久密闭。四、瓦斯防治1、工作面瓦斯检查共设4个测点,即工作面回风上隅角、工作面、工作面进风流、工作面回风流。2、工作面配备专职瓦检员负责瓦斯检查工作,瓦斯检查每班必须检查3次,瓦检员提前半小时入井检查瓦斯。3、工作面风流中如发现瓦斯异常,及上隅角瓦斯含量超过1%时,必须立即停止工作、撤出人员、进行处理 。 4、工作面上隅角回料必须及时,不得滞后工作面。并且安设便携式瓦检仪一台,随时监察瓦斯浓度变化情况。5、工作面两道不得有高冒存在,如发现高冒必须立即采取措施进行处理,以防止高冒内积聚瓦斯。 6、瓦斯监控 工作面安装AK201C型智能瓦斯监控分站一部,瓦斯传感器2台,一台(T1)安装在回风顺槽距工作面10-15米的位置;另一台(T2)安装在回风顺槽距回风大巷10-15m的位置,与地面监控室共同构成4104工作面瓦斯监控系统。 1)、瓦斯传感器断电、复电规定瓦斯报警浓度: T1 1% T21%瓦斯断电浓度: T1 1.5% T21%瓦斯复电浓度: T11% T21% 2)、瓦斯传感器应垂直悬挂在距顶板30 cm,距巷道侧壁20 cm,且顶板较好、支护结实、无滴水、无杂物的地方。 3)、安装种类必须符合安全防爆的规定及技术标准,要求有出厂合格证和检验合格证。 4)、监控系统由监控技术人员管理,其它人员不得私自移动、安装、拆卸传感器,随工作面的推进专人移动位置。 5)、监控系统定期维修和校验,对瓦斯传感器每周用标准气样校验一次,同时瓦斯员要用光学瓦检器现场与瓦斯传感器校对,如发现传感器有显示失灵和校对数字偏差较大时,要及时出井重新校对。附监控系统图第四节 运 输1、运料采用绞车运输,绞车司机必须经培训合格后持证上岗。2、绞车要安设在通风良好、支护完整、无片帮冒顶危险的安全地点,且安全设施、信号齐全有效。3、回柱绞车的安设与固定采用四压两戗。4、 运料绞车用地锚固定,采用直径18mm2m锚杆,SK2340锚固剂全长锚固。5、信号装置灵敏可靠,灯铃齐全。斜井运输严格执行“行人不行车、行车不行人”制度。6、严禁放飞车,绞车开动时严禁司机离开岗位,绞车不用或司机离开时必须停电闭锁。7、按规定设置安全设施,根据运输安全技术操作规程的规定对安全设施和轨道进行检查,发现问题按运输操作规程中的有关规定进行处理。 第五节 机 电1、一切电气设备必须完好,完好率100%,杜绝失爆;做到“三无”即无鸡爪,无羊尾巴,无明接头,“四有”即有接地保护、漏电保护和过电流保护,有螺丝和弹簧垫,有密封圈和挡板,“两齐”即电缆悬挂整齐,机电硐室设备整齐。“闭锁”回采工作面实现瓦斯电闭锁。“三全”即防护装置全,绝缘用具全、图纸资料全。2、所有设备的保护要齐全可靠,不准带病运行,一切转动的机械设备必须有牢靠的防护罩,严禁甩掉各类保护。3、严禁带电检修和搬迁设备,有故障严禁强行送电。4、机电设备检修,验放电时,电工必须配带便携式瓦检仪,检查作业地点20米范围内瓦斯浓度,只有浓度在0.5%以下时方可作业。5、各种机电设备必须有专人维护,任何人不准乱动与本工种无关的机电设备。6、液压系统不准有漏、滴、串液现象,各类u型卡必须双孔插入,严禁用铁丝或其它物品代替。7、检修泵站,必须切断高压释放余压。8、绞车闸把、电机护罩等必须齐全,压柱牢固可靠,钢丝绳必须完好无损。9、设备的启动、停止必须有可靠的信号装置,信号不清不启动。刮板运行必须信号明确,“一点,二碰,三起动”起动时必须先打信号后起动,溜子工注意刮板的运行情况,发现刮板上有勾木、溜链子、锚杆、金属网等物料时应及时停车。10、检修采煤机时,把采煤机停在顶板完整无片帮的地段,把支架移到最小控顶距,将滚筒离合器和电机隔离开关打到零位闭锁后,方可作业。11、严禁人员乘坐刮板输送机、皮带输送机。严禁用刮板输送机、皮带输送机运送物料。12、各工种持证上岗,建立包机责任制。13、认真执行油脂管理制度。14、各种机电设备定期检修,严格按机电质量标准进行,严把机电设备入井关,不完好设备不入井。15、严格执行煤矿安全规程机电管理部分的有关规定。第六节 割煤机操作事项1、在开机前,首先要了解各手柄和按钮的位置,弄清各手柄和按钮的功能及操作方法,尤其是供水阀。2、开机前检查机组与运输机之间及其它配套设备之间是否有刮、擦、卡,运输机铺设是否平稳。3、割煤前,首先检查机组各部分连接螺栓,不得松动,油管不漏油,水压合适,托缆装置完好方可试车。4、割煤前,要发出信号,并先开机空转23min,进行空车试验,检查是否有异常噪声和发热,再操作各手柄,检查动作是否灵活,待各部件声音正常后方可割煤,割煤时司机要做好自身保护,防止煤块砸伤或支架挤伤。5、割煤时机道、割煤机附近不准行人或作业。6、割煤时,严格控制滚筒升降,不割顶、底板。7、割煤机要两人协同操作,严禁一人操作,司机要随机观察所到地点的顶板、煤壁及刮板机运行情况,发现意外情况时,应立即停机处理,割煤过后,支护工及时移架。8、采煤机司机操作时,若遇工作面冒顶, 片帮严重时,必须立即停止割煤,处理时,要使采煤机、刮板输送机停电闭锁,然后进行处理。9、工作面必须做到煤壁直、顶底板平,不留伞檐,采高控制在1.61.7米之间。10、采煤机司机要严格掌握截高和卧底量,决不允许超挖造成超高,使支架接顶不严。11、交接班和检修机组时进刀缺口处,离合器手把置于“零”位,滚筒处于非工作状态,隔离开关拨至“分”位,采煤机前后滚筒在工作面底板上,并清净机身上浮煤。12、电机是水冷电机,所以必须遵守开机时先通水,再通电。停机时先断电,后停水的原则。13、决不允许滚筒在煤壁里时开机采煤,及正常停机时,必须先把滚筒从煤壁中退出后才能按顺序停车。(也就是说采煤机不能带负荷启动。)14、有下列情况之一不得开

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