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文档简介
1、摘 要设计工作面基本条件:该采煤工作面位于一水平一采区 ,开采3号煤层。采煤工作面东以开采边界为界,西与1102工作面相邻,本工作面编号为1101。工作面推进长度为1032米,工作面长度110米,平均倾角8°,煤的密度为1.3吨/ m3。煤层平均厚度为6米。瓦斯绝对涌出量0.54m3/min,正常涌水量0.8 m3/h,煤层自然倾向性为类,为不易自燃煤层,煤尘具有爆炸性,煤质为贫煤。地面无需保护地物,邻近采空区对本工作面无影响。煤层顶板:伪顶为0.2m的碳质泥岩,直接顶为8.4 m厚的泥岩,基本顶为8.6m厚的细粒砂岩。工作面为综采放顶煤开采。根据以上条件设计本工作面采煤工艺。第一章
2、 概 述一、采煤工作面位置及开采范围1、位置该采煤工作面位于一水平一采区 ,开采3号煤层。采煤工作面东以开采边界为界,西与1102工作面相邻,本工作面编号为1101。2、开采范围东为1101工作面回风巷,北距采区边界10m为界,西为1101工作面运输巷,南以采区回风大巷为界。始采线为本工作面开切眼,终采线为距回风大巷20米停采线,工作面沿倾斜方向上山推进,推进长度为1032米,工作面长度为110米。二、采煤工作面与相邻煤层及相邻已采采区的关系1、与相邻煤层的关系本煤层上无可采煤层,本煤层编号为3号煤层,位于山西组下部,层位稳定,下距9号煤层47.6米。3号煤层平均厚度为6米;9号煤层位于太原组
3、上段下部,煤层平均厚度为1.64米,煤层稳定,属于可采,目前尚未开采,对本工作面没有影响。2、与相邻已采采区的关系本工作面为本矿第一个采煤工作面,相邻无采空区。三、采煤工作面与地面相对位置的关系工作面地面为农田,没有需要保护的建筑物和构筑物,回采后将造成地面开裂、下陷,要及时充填,以防地面雨水灌入井下。第二章 地质概况一、煤层赋存情况该工作面北高南低,呈东西走向。煤层呈一单斜构造,煤层平均倾角为8°。煤层较稳定。该煤层为黑色,块状,玻璃光泽,中宽条带状结构,以亮煤为主,境煤次之,夹暗煤及丝炭条状,为光亮型煤,煤质为贫煤,容重为1.3t/m3.。二、围岩的性质及其对采煤的影响工作面煤层
4、伪顶为0.2米厚的碳质页岩 ,黑色不稳定,一般随着煤层而掉落;直接顶为8.4米厚左右的泥质细沙岩,碳质页岩互层,随着工作面推进而垮落;老顶为8.6米厚的灰色泥质页岩,砂页岩互层。直接底为灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬,厚度一般在4.2米左右,对开采无影响。 附图1本工作面煤层综合柱状图。三、地质构造及水文地质情况本工作面没有构造,煤层赋存条件简单,稳定。该工作面周围无采空区。工作面回采后形成冒落裂隙带,会造成工作面淋水。预计工作面正常涌水量0.8m3/h。四、瓦斯、煤尘和自然发火情况本矿井属于低瓦斯矿井,没有高瓦斯区域,自燃倾向性等级为级,属于不易自燃煤层,无自燃发火现象。煤尘具有爆炸性。第三
5、章 可采储量及可采期1101采煤工作面开采范围内的可采储量及可采期。(1)可采储量计算:Z = LSmK式中 L采煤工作面长度,m;为110 mS采煤工作面可采倾向长度,m;1032 mm采高,m;平均为6 m煤层实体密度,t/m3;为1.3 t/m3K工作面采出率。为80%Z = LSmK=110×1032×6×1.3×0.80=70.83648万吨(2)可采期计算T = Z/A式中 T采煤工作面可采期,a;Z采煤工作面可采储量,万t;A工作面生产能力,万t/a。按74万t/a计算T = Z/A=70.84/74=0.96a该工作面按年产74万t计算,
6、预计可采0.96 a第四章 巷道布置与生产系统第一节 巷道布置1101工作面东西走向布置,切眼在工作面北部边缘,工作面自北向南俯斜推进,其运输顺槽、回风顺槽沿底板分别布置在西侧和东侧,工作面长度110m,推进可采长度1032m。二、工作面巷道支护特征详见下表:巷道名称长度(m)支护形式规格(梁腿)(m)间距净宽(m)净高(m)净断面(m*m)上下运输顺槽1140全锚网锚索补锚杆长1.8锚索长7锚杆0.8锚索1.64.54.5313.5回风顺槽1140全锚网锚索补锚杆长1.8锚索长7锚杆0.8锚索1.644312附图2为工作面巷道布置平面图及巷道断面图。第二节 生产系统一、运输系统采煤工作面用采
7、煤机破煤后,用SGZ630/220前刮板运输机将煤运到运输顺槽,用SGB620/40型刮板输送机转载到SPJ650/22胶带输送机上运送到采区运输大巷运至采区煤仓(煤仓容量为500吨),利用水平大巷皮带运至井底煤仓用箕斗提至地面。放顶煤落煤后用SGB630/150C后刮板运输机将煤运到运输顺槽,通过转载机转载到顺槽皮带运输。材料运输:地面材料装罐车后通过副井井筒罐笼运至井底车场,通过水平辅运大巷运至采区辅运大巷,利用回风顺槽运至工作面。二、排水系统本工作面因为是沿倾斜下山回采,工作面涌水通过两顺槽排入采区水仓,最后排至井底水仓。三、供电系统采区变电所KBSG200/6引出一趟660V电源供监控
8、分站。移变KBSGZY1000/6/1140引二趟1140V电源,一趟供液压泵站两台乳化液泵,另一趟供运输顺槽皮带、刮板运输机和工作面供前后煤溜及采煤机用电。本工作面所有用电设备的负荷列表统计,见下表。110306采煤工作面用电负荷统计表 设备名称规格型号使用地点数量规定容量/kw备注采煤机4MG200工作面1200KW前输送机SGZ630/220工作面割煤1110KW后输送机SGB630/150C工作面放顶煤175KW乳化液泵BRW200/31.52125KW胶带输送机SPJ650/22运输顺槽122KW双速绞车JSDB13采面213 KW 调度绞车JD11.4采区运输大巷111.4 KW四
9、、通风防尘系统1、确定风量1101工作面风量计算:根据“一通三防”管理规定中矿井风量计算细则所提供的采煤工作面的风量计算公式:按瓦斯涌出量的计算:Q采=100×Q瓦·K=100×0.56×1.6=89.6m3/min式中:Q采采煤工作面实际需要风量;K工作面通风系数取1.6;Q瓦工作面瓦斯绝对涌出量,参照1101工作面实测值和上年度瓦斯等级签定取0.56m3/min。按工作面风速计算:Q采=60VS=60×1×9.24554.4(m3/min)其中:V工作面平均风速m/s取1。注:“一通三防”管理规定矿井通风量计算细则取值。S工作面平
10、均面积9.24m2平均控项距4.2×采高2.2=9.24m2按工作面人数计算:Q采=4N=4×20=80m3/minN采煤工作面同时工作的最多人数取20按风速验算15SQ采240S根据计算及风速验算本工作面供风量取值554.4m3/min,满足需要。2、通风防尘系统(1)通风:新鲜风流:地面主副井井底车场水平运输大巷采区运输大巷回采工作面运输顺槽乏风流:回采工作面回采工作面回风顺槽采区回风大巷总回风巷回风井主扇风机地面(2)综合防尘:1、在运输顺槽各转载点设置灭尘喷头:皮带机头、转载机、煤溜机头,保证其完好并正常使用。2、在风巷安设6道净化水幕,保证生产期间开启,使用正常,
11、满足净化风流的要求。3、采煤机割煤时,其内、外喷雾必须保证使用,必须随时更换损坏的喷嘴和被堵塞的喷咀,严禁在内外喷雾不完好或不使用时开启机组割煤。4、工作面支架装备有移架,放煤喷雾,当工作面支架进行降柱、移架或放煤作业时,其喷雾系统应同步开启,保证降尘。5、工作面煤尘冲洗必须班班进行,超前维护段50m内班班冲洗,风巷超前维护段往外50100m每日冲洗一遍,100m以外每周冲洗一次,保证煤尘堆积厚度不超规定(厚度2mm,长度5m)。五、管路系统供水系统:1、从采区运输大巷静压水管引一1.5寸钢管至1101工作面运输巷供采煤机、支架喷雾、煤溜机头、皮带机头、转载机头、隔爆水棚、巷道净化水幕及消防用
12、水。2、从采区运输巷静压水管引一趟1.5寸钢管至1101工作面回风巷用作消防、喷雾洒水及煤层注水。六、照明及通讯系统1、照明:机头,机尾,综采支架每隔两架有防爆照明灯进行照明2、通讯系统:使用KTH型矿用本安型电话3台,分别安置在皮带机头、转载机头、工作面前端头,通过地面TC416型48门数字程控交换机,与井上下各主要地点构成通讯联络网。第五章 采煤工艺第一节 采煤工艺的选择根据1101采煤工作面的煤层赋存情况和该矿的设备装备及职工的技术素质,采用倾斜长壁低位放顶煤一次采全厚综合机械化采煤方法,顶板管理为全部垮落法。工作面煤层平均厚度6m,其中采煤机滚筒割煤2.2±0.1m,放煤厚度
13、3.8m,滚筒截深0.6m。采煤机割煤一刀,放煤一轮为一正规循环,其循环进度0.6m。工作面长度110m,放煤区段长102m。这样有利用提高机械化水平,增加产量,降低吨煤成本,有利于工作面的资源回收及顶板控制,保证安全生产。第二节 采煤工艺一、破煤1、采用滚筒采煤机落煤:工作面采用4MG200型双摇臂割煤机,依靠驱动轮与齿轮的啮合沿工作面移动。随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤(前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤),从而完成了割煤工序,采煤机滚筒直径1.4m,割煤高度2.2±0.1m,采煤时,应遵循以下规定:严格执行采煤机司机技术操作规程及岗位标准。严格控制采高在2.2 ±0.1m范围
14、内,不准有飘刀挖底,超高现象发生。采煤机司机割煤时,必须精力集中,相互配合,严防滚筒碰到支架前梁,尤其在斜切进刀时,司机要时刻注意。机组司机在操作采煤机割煤时,应随时注意煤墙的软硬变化及机组的运行状态,若出现异常,立即停机,将隔离开关打到零位,摘开离合器,闭锁大溜,进行检查,处理后方可重新开机。割煤过程中,机组司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况,如发现问题及时采取措施,采煤机割过后,紧跟前滚筒打出片帮板,对工作面所暴露的顶板进行临时支护。机组在割煤过程中,司机一定要掌握好负荷与速度的关系,严禁开快车,应将机组的运行速度控制在2m/min范围内。机组在运行状态中,严禁机组司机搬运机身与电缆槽之
15、间的炭块等物。在机组附近进行破炭工作时,必须停机,切断机组电源,摘开离合器,闭锁大溜,将片帮板背紧煤墙,专人监护顶板,方可作业。严禁机组在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。机组割煤时,应注意机组履带的涨紧及拖拉情况,防止损坏电缆、水管。机组司机随身携带便携式瓦斯报警仪,并随时注意瓦斯浓度,当机组前后及机身20m范围内,瓦斯浓度超过1%,则立即停止采煤机,闭锁大溜,及时通知班长,只有当瓦斯浓度降至1%以下,方可开机。机组开机时,必须严格执行喊话、点动、再开机的岗标作业程序进行开机作业,严禁随意开机。机组在斜切进刀时,机组司机必须放慢牵引速度,控制牵引速度在1m/min以内。2、采煤机的进刀方式为
16、端部斜切进刀法,采煤机在工作面端头约25m30m的范围内斜切进入煤壁的进刀方式称为端部斜切法。当采煤机割煤接近工作面上端,前滑靴移动到输送机的过渡槽上时,将前滚筒逐渐降低,后滚筒逐步升高,以保持其正常的截割。 前滚筒进入平巷后,将采煤机稍微后退,并翻转挡煤板,然后使前滚筒一边转动一边下降到底板,后端滚筒升起,采煤机开始反向割煤,此时前滚筒把上一刀的底板余煤割净。当采煤机继续向下割煤即可顺着输送机弯曲段斜切入煤壁,到前后滚筒完全切入煤壁后(距回风平巷一般为25m30m),继续牵引采煤机;与此同时,将输送机直线段和弯曲段推至煤壁,当采煤机割至端头后,前滚筒降低至底板,采煤机反向牵引清理浮煤至弯曲段
17、,这时调高前滚筒,降低牵引速度,割掉端头三角煤,采煤机至端头后,并调换两滚筒上、下位置,便可开始第二循环的采煤。二、装煤综采工作面的装煤方式机组滚筒旋转时,煤体被截齿破落,并由螺旋叶片装入运输机,少量煤在推前溜时由铲煤板装入大溜中。后溜与支架底座间的浮煤,在放煤结束后,拉后溜作业前,由放煤工装入后溜。支架与前溜之间的浮煤及支架间的浮煤,由清煤工人清入前部大溜中,其操作注意事项;A、清煤工必须等前部大溜推出去,支架停止动作以后开始清煤。B、清煤工作业时,必须随时注意煤墙及顶板情况,保证支架护帮板全部背紧煤墙,确认支护可靠后方可作业。C、清煤工必须面向机尾,随时注意大溜的运行状况,以防止大溜涌出大
18、炭或其它物件伤人。D、清煤工作业时,与支架动作地点距离不少于15m,与采煤机的距离不少于20m。三、运煤1、采煤工作面的运输方式采煤机构割下的煤,由工作面可弯曲刮板输送机经转载机和可伸缩带式输送机运到采区运输大巷运至采区煤仓。2、采煤工作面输送机的选择根据工作面采煤机型号和运输能力,前输送机选用SGZ630/220可弯曲刮板运输机运输采煤机落煤后的煤炭,后输送机选用SGB630/150C可弯曲刮板运输机运输放顶煤落煤后的煤炭。四、工作面支护1、工作面支架选型工作面使用支架为ZF2200/16/24B型中间架(87组)ZFG2400/16/24排头(尾)架(6组)放顶煤综采支架,其主要技术性能见
19、表。ZF2200/16/24B型支架技术性能表额定工作阻力2200KN额定供液压力31.5MPa额定初撑力1808KN支架最高/最低高度2400/1600mm支架中心距1.2m支架支护宽度11901330支护面积13.6m2对底板平均比压0.20.3MPa推溜力、拉架力121/265KN操纵方式本架推溜步距600mm支架平均支护强度0.510.56MPa适应煤层倾角10°2、移架:本面使用ZF2200/16/24B型放顶煤支架,操作方式为手动本架操纵,采用单架依次顺序随机移架及时支护的方法管理顶板。如顶板破碎前滚筒割过后及时移架,严防冒顶,移出的支架要符合以下规定:工作面支架前梁接顶
20、严密。移出的支架要排成一条直线,偏差不得超出 ±50mm。支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角7°。相邻支架间不得有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3)支架不挤,不咬,架间空隙不超过200mm。支架工在操作支架移架时,除注意顶板,煤墙状况外,还必须注意支架尾梁与后溜的相对位置,以免移架过程中,插板拌后溜刮板及链。移架时,必须保证后溜不随支架前移。3、推前溜:液压支架推移,千斤顶活塞行程600mm,推溜步距0.6m,移前溜时,滞后采煤机后滚筒1215m,推移时必须将前溜移成一条直线,同时符合以下规定:大溜要移成一条直线,偏差不得超过 ±50mm。推前溜要从一端顺序
21、作业,工作面必须有34组的支架推移千斤顶同时动作来完成前溜的推移工作。弯曲段溜槽不少于15米。推前溜到位后,支架工将支架推移手把复零位,以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜的事故。除机头机尾可以停机推移外,中部槽要在刮板机运行中推移,不准停机推移。五、采空区处理采空区处理方式采用放顶煤落煤顶板全部垮落法进行处理。1、放煤:根据本面支护的特点及切眼尺寸支护情况,机组割完第10刀煤后,即支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处,开始放煤。放煤在工作面移出架后由专职放煤工进行放煤,采用割放平行作业。放煤步距及放煤顺序:采用顺序单轮逐架放煤法,一刀一放,放煤步距0.6m,放煤作业滞后移架作业15m。初次放顶煤:工
22、作面回采初期,顶煤比较完整,放煤困难,为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准,采取以下措施:A、开采前工作面采取退锚措施,加快顶煤的破碎。B、反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层,使顶煤破碎,从而通过后尾梁流入后溜中。C、在反复升降支架时,必须密切注意支架前梁上部顶板状况,升起架后,必须保证支架前梁接顶严密,初撑力达到要求,防止出现冒顶事故。正常放煤:放煤操作:操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的煤流入后溜中,若大炭堵住,则可伸缩插板将大碳破碎,放煤结束后,升起尾梁,伸出插板。放煤要求及注意事项:A、工作面移架后,后溜正常运转,方可进行放煤工作。B、放煤范围除去排头架、排尾架及其相邻的
23、一组中间支架共8架外所有的低位放顶煤支架。C、工作面采用先割后放作业的工艺,放煤时,同时放煤的架数不得超过2架,放煤与移架工序不少于15m。D、放煤工放煤时,必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况,严防大块矸石入溜。E、放煤结束后,必须及时将插板伸出进行挡矸,以免大块矸石进入后溜,损坏后溜设备。F、放煤工进行伸出插板的作业,必须注意插板伸出的状况与后溜相对位置关系,严禁出现插板拌链事故。G、放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。H、严禁多段同时放煤,严禁留顶煤不放。I、放煤工见到放煤流中有矸石出现时,则及时升起尾梁,伸出插板,以保证煤质。J、后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况,防止压溜事故。
24、工作面初采期间,考虑皮带运距和运力,根据现场实际可采用割完煤后,再放煤的工艺,保证皮带正常运转。2、拉后溜:拉后溜,由固定在支架底座侧面的拉后溜千斤顶与联接装置的配合来完成拉后溜作业。拉后溜必须滞后放煤点15m后进行。拉后溜时,其弯曲过渡段不得小于15米,不能出现急弯。拉溜完毕,手把复零位,形成一条直线。严禁停机时进行拉后溜作业。其余执行推前溜的规定。第六章 生产技术管理一、循环方式工作面循环作业,即是完成破煤、装煤、运煤、支护、顶板管理等基本工序并周而复始地进行的作业过程。本工作面采用单向割煤推进方式。每班割2刀,放煤2次,每班两循环,昼夜循环个数为6个,一个循环进度为0.6米。日产原煤24
25、71吨,按正规循环率85%计算,月产原煤63010吨,月推91.8m(月工作日按25.5日计算)。二、作业形式本工作面的作业形式为四六工作制,三采一准作业形式。三、工序安排1、割煤:工作面检查结束后可开始割煤。2、装煤:在割煤的同时机组滚筒旋转,煤体被截齿破落,并由螺旋叶片装入运输机,少量煤在推前溜时由铲煤板装入大溜中。3、运煤:机组割下煤及支架放下的煤分别落入前、后运输机运至端头卸载汇入工作面转载机,进入顺槽皮带,再运入外部皮带直至地面。4、移架:采用单架依次顺序随机移架及时支护的方法管理顶板。如顶板破碎前滚筒割过后及时移架,严防冒顶。5、推前溜:在移架后由液压支架推移前溜,推溜步距0.6m
26、,移前溜时,滞后采煤机后滚筒1215m,推移时必须将前溜移成一条直线。6、放煤:根据本面支护的特点及切眼尺寸支护情况,机组割完第10刀煤后,即支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处,开始放煤。放煤在工作面推前溜后由专职放煤工进行放煤,采用先割后放作业方式。放煤步距及放煤顺序:采用顺序单轮逐架放煤法,一刀一放,放煤步距0.6m,放煤作业滞后于推溜作业。正常放煤:放煤操作:操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的煤流入后溜中,若大炭堵住,则可伸缩插板将大碳破碎,放煤结束后,升起尾梁,伸出插板。即可完成一个循环。四、劳动组织1101工作面劳动组织表工种定员工种定员合计工种定员一二三四直接工种机组司机
27、22228支 架 工22228放煤工2226转载机司机22228端头维护工2226清 煤 打 矸2226队 长11114合 计137131346辅助工种皮带司机11114泵 站 工11114皮带维护工11114电气维护工13116质 检 员11114合 计575522总 计1814181868五、循环图表六、采煤工作面技术经济指标项目单位数量项目单位数量工作面基本参数工作面长度m110材料消耗截齿个/kt1.5推进长度m1032乳化液kg/kt30平均开采高度m6机油kg/kt9.2煤层倾角(°)8循环作业与技术指标工作制度四·六工作制回采面积113520作业形式三采一准工
28、业储量kt885456循环进度m0.6可采储量kt708365循环产量t412采出率%80日循环数个6煤实体密度t/m31.3日产量t2471工作面顶板管理顶板类型类正规循环率%85底板分级级月进度m91.8支护方式放顶煤综采支架日出勤个68支护架数架93吨煤直接电耗kw·h/t8最大控顶距m4.8回采工效t/工36最小控顶距m4.2放顶步距m0.6顶板处理方法全部垮落法第七章 采煤方法图的设计与绘制采煤方法设计的最终成果要反映在采煤方法设计图中,这是指导生产的重要图件,是必须完成的最主要的设计图纸之一。一、采煤方法图的内容1、采煤工作面平面图2、采煤工作面断面图第八章 安全技术措施
29、一、初次放顶煤:工作面回采初期,顶煤比较完整,放煤困难,为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准,采取以下措施:A、开采前工作面采取退锚措施,加快顶煤的破碎。B、反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层,使顶煤破碎,从而通过后尾梁流入后溜中。C、在反复升降支架时,必须密切注意支架前梁上部顶板状况,升起架后,必须保证支架前梁接顶严密,初撑力达到要求,防止出现冒顶事故。二、工作面末采安全措施1、工作面接近停采线15米时,全面检查支架损坏的零件及时更换,确保支架有效支护顶板,然后开始铺设双层金属网和钢丝绳,连网时,搭接长度100mm,14#绑丝双丝双扣隔孔相连,钢丝绳径不小于20mm,钢丝绳和网用绑丝连好,
30、绳两端用单体柱将绳头压在两巷上下帮拉紧固定好。2、第一道绳铺设在上网前进行,牵引顶网,第二道绳与第一道绳相距2m,其余绳间距600mm,绳与网连接每200mm一道。3、铺网和钢丝绳前,拉开隔离,摘开离合,闭锁煤溜,先进行敲帮问顶,确认无危险后,方可进入煤帮进行铺网上绳,随时注意煤帮情况,上网期间采煤机割煤高度2.2m,防止割破网。4、待第一道钢丝绳到支架尾部底板后停止放顶煤,工作面推至距停采线2m时停止移架,采煤机开始割煤帮。5、采煤机割顶时,要保证净高2.2m,运架通道净宽3m,扩帮时用设抬棚的方法支护顶板,抬棚用厚200mm,长3200mm的木料,一端搭在液压支架前梁上,另一端用DZ253
31、0/100单体液压支柱做腿,到停采线后用网封住煤帮,为防止片帮,邦网用二排锚杆固定,锚杆长2m,上排距顶0.3m,下排距上排1m。人员到煤帮连网打锚杆时必须闭锁前溜,切断采煤机电源,并认真执行敲帮问顶制度。6、拆除工作面设备时,先撤出割煤机,然后撤后溜、前溜,最后撤液压支架。撤出设备时用导链、绞车往外拖拉,有关起吊、拖拉要注意安全。7、支架拉出后的空间沿支架架设方向布设两排单体柱配木梁支护,柱距不大于500mm,排距不大于700mm,单体柱实行见四回一,距未撤架后保持三排支架,后边的及时撤柱放顶。8、撤架时,要先停液压泵或关截止阀,再拆高压管,不准带压卸管。9、回撤支架和单体柱时,要有专人指挥
32、,专人监护,保持后路畅通。10、收尾期间,必须有跟班瓦检员,认真检查风量和有害气体含量,一旦风量不足或瓦斯超限,要立即撤出人员,安装局扇风机进行处理,只有瓦斯和风量符合要求,满足需要时才可以恢复工作。三、工作面防顶板事故措施:1、工作面如果出现冒顶事故,必须在顶板稳定之后,再进行处理。在处理时,任何人不准在没有采取安全措施的情况下进入煤溜中作业,先用长棍处理周围的活矸和片帮煤,备好物料找好退路,用木料绞牢背好,此项工作应在队长、安全员指挥下,有专人看管顶板,确认安全后,方可作业。2、及时移架及时支护顶板,移架可采用带压擦顶移架,顶板破碎时,则采取前滚筒割过后及时跟机移架。3、端头尾三角带的顶板
33、,空顶超过400mm,必须斜交工作面架设形钢,其一端插入支架前梁,一端打单体柱支护,上用刹杆、木料垫实接顶。四、压死架的处理措施:1、工作面出现压死架后要挑顶处理时,必须有队长、安全员亲临指挥。2、必须设专人指挥,专人监护。3、作业人员必须先找好退路。4、处理前要先管理好相邻煤墙和顶板,管理煤墙顶板可采用沿煤墙架设一梁两柱形梁棚。5、挑顶时,相邻支架前后柱都打至升的位置,压死架的煤和石头可通过在相邻支架下电缆槽上用棍或尖钎把石头煤捣下,使支架立柱有升高的间隙。6、拉底时,必须制订专门的安全措施。五、灾害预防措施:1、所有井下人员必须按规定携带矿灯及自救器,特殊工种作业人员必须按规定佩戴瓦斯报警
34、仪,严禁在井下损坏矿灯及自救器。2、工作面安全出口高不得低于1.8m,行人道宽不得小于0.7m,且畅通无阻,若因为巷道断面所限,某些地段行人不畅,则必须设立可靠的行人桥,保证人员通过。3、风、运巷按标准整理,材料码放整齐,支护要可靠,不存在影响行走的积水杂物。4、当工作面发生火灾时,首先应采取有效的灭火措施,若因火势大,无法扑灭时,则立即组织人员佩戴上自救器迅速按照避灾线路进入新鲜风流巷道进行撤离。5、不论发生什么事故,都必须先向跟班矿长及矿调度汇报,并且做好撤离的组织,并及时清点人员。6、发生事故,巷道堵塞,无法撤出时,则选择可靠地点构筑临时避灾峒室并作出标记,等待救援。六、工作面提架措施由于工作面底板变化
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