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悬移支架工作面采区作业规程

2024-05-15 来源:个人技术集锦
农二师哈满沟煤矿775水平

8号煤层悬移支架工作面

农二师哈满沟煤矿

二00四年七月

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作业规程会审记录

会审参加人员:雍思民 朱徽 李建民 敖顺民 赵林 余文艺 杨新昌 规程名称:8号煤层悬移支架采煤工作面作业规程 会审时间:2004年10月 会审地点:矿会议室 主持人:朱徽 记录人:朱徽 会议记录内容:

1、 该作业面是我矿悬移支架面的首采工作面,主管技术员必须认

真观察、总结工作面的各类技术数据及地质条件的变化,及时对本作业规程进行修改、补充并报生产技术部审批。

2、 必须杜绝空顶作业,做好敲邦问顶工作和规程的培训教育工作。 3、 在通风上要爱护好通风设施,及时关闭风门,保证通风系统的

畅通,放炮时必须遵循三人联锁放炮制度。

4、规程中的特种作业人员必须持证上岗,并按《煤矿工人技术操作

规程》进行操作。

5、组织工人学习,签名后,严格按本规程作业。

参加会审人员签名:雍思民

朱徽 李建民 敖顺民

赵林 余文艺 杨新昌

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前 言

新疆兵团农二师哈满沟煤矿二井田新井位于库尔勒市塔什店镇以西6公里处,处在哈满沟煤矿与华安煤矿之间,北与塔什店二井田相邻,行政隶属库尔勒市管辖。

该采区位于新井主井和副井之间。煤层赋存条件好,储量特别丰富,主要开采8-2+3+4号煤层,煤层厚度为6—18米,平均11米,煤层倾角平均7度左右,属特厚煤层。 一、编制依据

1、 由新疆煤田地质局一五六队编写并已审批过的《塔什店矿区农

二师哈满沟煤二井田勘探地质报告》 2、 《煤矿安全规程》 3、 煤炭工业设计规范

4、 已审批的由煤矿设计院设计的《新疆兵团农二师哈满沟煤矿二

井田新井扩建初步设计》及有关采区施工图 二、编制指导思想及编制原则

本着提高煤炭资源回收率,利用先进回采工艺,充分利用现有工程和设施,安全第一,力求实用、可靠,达到投资少、见效快的目的。 三、主要技术经济指标

1、采煤方法:走向中长壁悬移支架放顶煤采煤法。 2、采区年产量:21万吨。

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3、日产量:700吨 4、采区回率:75%

5、工作面运输方式:刮板机运输及皮带运输

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第一节 工作面概况

一、 工作面位置

本工作面为我矿首次采用悬移支架放顶煤采煤法的采煤工作面,位于主井和副井之间,+775水平以下,+760水平以上,东以东轨下山为界,西以暗回风井为界,工作面底板标高为+760----+770米。距地表垂深达370米,地面以埋石点551点以东350米左右,以南100至180米之间,呈荒漠景观。 二、 开采范围: 项目 单位 最大 1150 770 450 65 25 25 2.2 11 最小 1127 760 367 53 5 8 1.6 6 平均 1147 765 370 310 60 15 11 2 9 1.3 备注 地面标高 米 底板标高 米 埋藏深度 米 走向长度 米 倾向长度 米 煤层倾角 度 煤层全厚 米 采高 放顶煤 容重 米 米 T/立方米 5

三、煤层情况

该采区位于钻孔加2—1孔附近,主采煤层为8—2+3+4,根据井下已揭露的情况来看,该煤层明显分为两层,上分层煤厚11米左右,局部超过20米,下分层3米左右,上下分层有层0.5至2.5米不等,由细砂岩、炭质泥岩组成的夹矸,煤层倾角在5—25度之间,该工作面只采上分层。详见煤岩柱状图

四、地质构造:

从已揭露的煤层状况来分析,该采区没有断层,但从采区走向中部开始有一背斜,走向呈东南向西北方向,致使整个采区大部都在这个背斜轴的东部。导致采区进回风巷局部

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地段没有跟到底板。

因此该工作面要合理控制移架方向,以防上、下端头暴露面积过大,避免冒顶、漏矸事故的发生。

五、围岩特征:

该面直接顶岩性一般为粉砂岩、泥岩,局部为粗砂岩、细砂岩,厚度5米左右;老顶为粗砂岩,伪顶为炭质泥岩、粉砂岩互层,厚度在0.30—1米之间,易冒落,直接顶为2类,老顶为2级。底板岩性为粉砂岩、局部炭质泥岩。 项目 老顶 直接顶 煤层 底板 单轴抗压强度MPA 类别 1.59---15.73 1.59---15.73 5左右 7.5 2级 2类 普氏系数1.5 2类 六、同一煤层邻面矿压参数:根据我矿775水平以上采用巷柱式采煤方法时的观察,一般直接顶的初次垮落步距为15米左右,周期来压步距为10米左右。改用采煤方法后,尚需通过支柱的压力计进一步观察初次垮落、周期来压的压力,并依此指导矿井的安全生产。

七、水文地质情况

根据地质报告,矿井涌水为96.6m/h,但该工作面涌水较小,只有运输顺槽卧底段有积水,因此要求在该段掘一

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临时水仓,架设水泵进行排水,同时在下平巷掘进时要防止透水事故。另该面处在775大巷以下,还要预防775大巷的水沟积水,应采取有凝必探的预防措施。

八、瓦斯、煤尘、自燃发火情况:

根据地质报告,该矿井为低瓦斯矿井,相对涌出量为5.2 m/td.煤层具有自燃发火倾向.发火期为2~6月。煤尘具有爆炸性,因此必须采取防灭火措施和洒水降尘措施。

九、附图:工作面巷道布置图、切眼及巷道断面图

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第二节 采煤方法及回采工艺

一、采煤方法确定的依据;

1、 煤层赋存的条件及开采的技术条件。 2、 乌鲁木齐煤炭第一工业设计院为本矿设计的采

煤方法设计

3、 现有装备、管理水平。

二、采煤方法:走向中长壁悬移支架放顶煤采煤法 三、采高和采放比:依据现有设备,本工作面采高定为2米,放顶煤高度暂定9米。

四、悬移支架放顶煤采煤法过程

1、工作面布置完后,在悬移支架前端铺设一台SGT-40型刮板机,炮采工作面采高2米,放顶煤厚8-9米,支架推移步距为0.8米。

2、工作面采煤:工作面支护采用悬移顶梁液压支架,

支架上铺设金属网,炮采工作面布置二排炮眼,炮眼深度0.9米,排间距0.8米,一次爆破30个炮眼左右;工作面全爆破完后,人工进行扒煤,刮板机运煤,再移架0.8米,然后进行爆破落煤、运煤;同时打好顶眼,放完顶炮,震松顶煤。

3、放顶煤:放顶煤时将后部金属网按倒“T”形剪开,

由放煤口放煤,每次放煤口个数不超过5个,装煤采用人工

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攉煤至40刮板机;这样两个班在工作面爆破落煤、移架、打顶眼,一班放顶煤。 (二)、工作面回采顺序

工作面回采方向为采区后退式开采,煤层内采用下行式开采。

(三) 、回采工艺;

1、 工序:破煤、攉煤、运煤、移架、移溜、放顶、

采空区处理。

2、 流程:打眼、装药、放炮、拉网、挑梁、攉煤、

移架、放顶煤、移溜。

按上述工序流程,现分述如下:

A、工作面破煤:采用爆破落煤,打眼采用手提式煤电钻,选取煤矿用的销铵炸药,毫秒电雷管引爆,工作面每次连续放炮长度不得超过5米,由上至下每个作业组只放一组,等处理完安全、进行超前支护后方可继续放炮。放顶煤时由于煤层较厚必须进行工作面预爆破,

B、工作面装煤:工作面只铺设一台SGM-40刮板机一台,运量150T/H,放顶煤靠自滑至刮板机,其余人工攉煤。

C、运煤:顺槽采用一台SGM-40型刮板机和一台SJ40胶带运输机,运送至皮带上山后进入煤仓。

D、铺联网工艺:主要采用架前人工铺顶网,选取12号

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铁丝,机织菱形网,网格规格为50MM×50MM,网长6米、网宽1米,沿工作面方向铺设,长边搭接长100MM,用14号铁丝进行人工联网,短边可直对边联接,然后用前探梁将网挑起。这样控制了破碎煤块漏矸、漏当,行之有效。

E、移架;首先将副梁支柱升紧,打好保护柱,然后对主梁支柱进行放液提腿,再给推进缸注液使主梁前移0.8米,再将副梁支柱注液升紧;接着按此方法移副梁。移架时要保证双梁平衡,受力均匀,且垂直煤壁,若偏差较大时要及时调整支架或加打木衬。

F、移溜:我矿工作面设计采用一台SGW-40刮板机,刮板机布置在架内,既采煤又放煤,放炮落煤后先移架,使刮板机靠后排支柱,放完煤后,再将刮板机前移.移溜时要采用移溜器进行推移.如用单体液压支柱移溜时,应加横挡,以2根支柱的根部作为支撑点,并对该2根支柱再次注液,撑紧顶板,严禁顶在单独的一根支柱的手把体处进行推移.

G、深孔爆破震松顶煤:打眼方式,因顶煤较硬,需爆破松动,经过多种打眼方式的比较,最后选定架间打眼,虽因顶煤较厚,打眼装药有一定的困难,但相对可行。炮眼参数:初次放顶煤时孔深2.5米,孔仰角65-75度,正常放顶煤时,每一架间距布置两个炮眼,尾部炮眼深6米,孔仰角70度,装药量1800克,架前端孔深6米,孔仰角85度,装

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药量1800克;布设双排煤孔,孔距0.8米;孔深及装药量均要根据放顶煤厚度的变化而进行更改,既不能打穿顶煤又要与金属网留有0.5米以上的距离(即最小低抗线),以防放炮引起其它事故。爆破松动顺序采用隔架爆破,由工作面尾部向头部分段进行,一次爆破不超过五架。

H、放顶煤:当工作面移架后开始放顶煤,在采空区侧、刮板机上沿其上部0.2—0.5米之间,将网剪成倒T形放煤口让采空区侧煤自行滑到刮板机;放煤顺序自上而下,根据工作面长度和刮板机的负荷情况,工作面分3-4个分段,第一轮在一个分段内先在两端开口放煤,每隔15米开口放一次,当放煤口出现石块时,便重新绑扎好放煤口,使石块不能从放煤口放出,然后再开两个放煤口之间放煤,放煤间距变为7.5米,第三次在两放煤口之间再加一个放煤口,依次逐渐缩小放煤口间距,直至放煤口缩小至1.3米.至此第一轮放煤结束,将以上过程连续三次,直至顶板均衡下落,为整个放煤过程结束.

I、清煤移溜 :采煤工作面顶煤放完后,开始清理刮板机两邦浮煤,使采高保持2米,然后开始移溜。移溜时从上往下依次移设,严禁从两头同时向中部或多头移溜,溜子要保持平、直、稳并试运转正常。 四、爆破说明书及炮眼布置

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(1)、开邦工作面

1、 炮眼布置图(见附图)

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2、 炮眼特征表 名称 距离位置 角度 水平 70 0.9 眼深利(米) 用装药(米) 距底 距顶 仰府 率% 量g 90 300 顶眼 底眼 0.8 1.4 0.6 90 0.8 0.4 1.6 80 70 0.9 90 300 3、 爆破说明书 序号 1 2 项目 打眼工具 型号 炮眼特征 循环眼数 平均深度 单位 MS2--12 个 米 数量 6台 150 0.9 135米 循环炮眼总长米 度 3 炸药 炸药种类 每孔装药量 循环用量 4 雷管 种类 循环用量 5

矿用硝铵炸药 G/眼 KG 300 45 毫秒电雷管 个 米 14

135 封满填实 封泥 炮泥 6 连接方式 串联 每次爆破不超过去5长度 米

(2)、顶煤预爆破:由于采煤工作面顶煤较厚,煤质较硬,为了便于顶煤下放,放落的顶煤易于放出,特进行工作面顶煤预爆破。 1、 炮眼布置图

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2、 炮眼特征表 名称 距离位置 角度 眼深装药(米) 量g 距煤壁 顶眼(靠1.0 近采空区) 顶眼(靠1.0 近煤壁) 4、 爆破说明书 序号 1 2 项目 打眼工具 型号 炮眼特征 循环眼数 平均深度 单位 MS2--12 个 米 数量 6台 112 6 672米 0.7 85-9垂直 6 0 1800 1.5 仰角 水平 80-8垂直 6 5 1800 (米) 循环炮眼总长米 度 3 炸药 炸药种类 每孔装药量 循环用量 4 雷管 种类 循环用量

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矿用硝铵炸药 G/眼 KG 1800 200 毫秒电雷管 个 112 5 6 封泥 炮泥 米 封满填实 连接方式 串联 每次爆破不超过5长度

米 第三节 作业形式与劳动组织形式

一、 作业形式:

1、循环方式:循环进度1.6米,即爆破落煤两次(每次进度0.8米),放顶煤一次为一循环。

2、作业形式:两班工作面炮破落煤,一班放顶煤

二、 劳动组织形式:

采用专业分工种、分组作业形式。详见循环劳动出勤表

三、 循环作业组织措施

1、 提高工时利用,做好各工序间的配合。 2、 加强各工序的质量,确保正常生产。

3、 做好各工序间的平行作业,充分利用回采空间和

时间,缩短循环周期,提高劳动生产率。 4、 加强夜班维修质量,保证设备正常运转,为生产

班创造良好条件。 四、 循环劳动出勤图表

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第四节 工作面支护和顶板管理

一、 煤层顶底板岩性

顶板:细砂岩 碳质泥岩和粉砂岩互层 底板:细砂岩 二、 支护方式的选择

根据设计方案,本矿工作面选用ZHF1800/16/30X型

悬移顶梁液压支架,二梁六柱,三排管理,开帮进度0.8M,

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架间距1M,最大控顶距3.2M,最小控顶距2.26M。最大控顶距工作面支护密度为1.43根/M,最小控顶距时工作面支护密度1.93根/M。

1、 利用八采高计算法验算 2、 八倍采高煤岩重量

P=8H=2.0*[4.5*1.3+3.5*2.6]=29.9T/平方米 式中:

P;八倍采高煤岩重量T/M

H:工作面采高(2M) 顶板煤岩平均容量:煤1.3,岩2.6 2,按支架全部受规则垮落层以下煤岩重量计算

根据有关综合采放顶板煤的研究,开采时规则垮落层的厚度为煤层厚度2~5倍,悬移支架工作面控顶较小。 P=2*H1*R0+(H1—H2)*R1=59 式中:

P:规则垮落下煤岩重量;H1:煤层厚度 H2:工作采高 R1:岩石综合容重 R0:顶煤综合容重 9:放顶煤高度 0.2:工作面回采80%,20%煤不能放出 3、支护密度验算

上述两项计算中最大值为P1=59T/M,按比值计算支护密度:

N1=P/F==59/30*0.9=2.2

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式中:

N1:理论计算支护密度(根/M) P:支架受的压力理论值 F:单体支柱额定工作阻力0.9

实际二梁六柱支护选择的架间距为1米,最小控顶距时支护密度:

N=6/1*3.2=1.88根/平方米

采用二梁六柱支护,最大控制距时支护密度: N=6/1*2.26=2.65根/平方米

说明所选择的架间距在最大控顶距时不能完全满足顶板的需要,但根据现有开采支护现状来看,工作面压力并末达到理论值,所以在生产过程中应视观测结果进行调整,确定支架间距。

四:材料的选择及铺联要求

1、 假顶材料选用本矿生产规格为6*0.9M,网孔5CM的菱

形金属网。

2、 铺联要求:网子铺设必需平整,长边对接,短边搭0.1M。

联网采用双丝单扣,扣扣相联,搭接短边联两排。 3、 铺网必须到煤帮,当片帮超过0.3M时,必需拉双网,

工作面顶板上应及时将剩余网头剪下,不得有网头。 五、机道支护情况说明及支护要求

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1、 放炮后煤壁必须刨平,刷直,并与顶底板垂直,伞檐下

不得超过200MM,支架前探支护及时、齐全。 2、 放炮后及时拉网、挑梁,遇片帮、顶帮破碎处及时用板

皮接顶绞实,必要时掏梁,严禁人员空顶作业。 3、 刮板输送机头、机尾移设前,换中排柱时,必须先将上

梁煤帮、老塘侧两根支柱进行二次补液,牢靠后,方可移柱,移溜子。 六、上下出口支护要求

1、 工作面下出口采用六对十二根2.6M矿用工字钢配合单

体液压支柱,一梁三柱每架棚距0.8M,每架棚六根基本柱,一根站柱,最大控顶距2.6M,下出口切顶线到工作面切线0.6M.

2、 工作面上出口无传动装置,支护形式采用矿用工字钢,

控顶距工作面最大为0.3M。

3、 下出口留六架棚不放煤,在每架棚之间打一根向老塘方

向的戗柱。

4、 工作面上下两巷超前支护采用2.6M矿用工字钢,一梁

三柱进行加强支护,上下出口处各增加一根双梁棚. 5、 工作面上下顺槽20米内进行加强支护。 七、移架方法

1、采空区处理采用全部垮落法,最大控顶距3.2M,最小控顶

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2.26M,放顶距1.6M。

4、 工作面放炮后,应及时进行联网,并伸出支架前探支护工作面新暴露的顶煤,然后再进行出煤作业。

5、 在移架前,要对不移的主梁或者副梁进行二次注液,牢固后,方可移架。

5、当工作面放炮落下的煤全部出完后,可将支架的主副梁交替前移并进行放顶,移架时自下而上分段进行,每两个作业组之间距离不得小于15M。

6、移架时,各分段的支架应保持平稳、整齐、工作面所有支架移完后,支架前后支柱应成为一条直线。 八、 回死柱的方法

1、先维护好死柱周围的顶板,将死柱重新升起,在死柱300MM的适当位置打一棵戴帽点柱,利用卧底的方法取出死柱子,严禁用炮崩、砸的方法回收。

B、活柱升出量小于200MM时,提前用小柱子替换。

第五节 采区供电系统

该采区电源由775中央配电点供给,电源电压660V,供电距离为500m,供电系统见采区供电系统图。

采区供电负荷:P=200KW

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Q=93.6kvar S=145.4KVA Cosa =0.76

1、采区配电点附近应设局部接地极,该局部接地极与主接地极之间应通过接地母线或橡套电缆接地芯线等相连,形成一个总接地网,所有用电设备外壳,全包装电缆金属护套都必须与该接地网相连,其连接导线为铜线,导体截面不得小于50mm,该局部接地极采用厚5mm、面积不小于0.375m的镀锌钢板。

2、漏电保护:该采区煤电钻设有BZ80-2.5Z型矿用煤电钻变电压综保装置。该装置实现对煤电钻等的检漏、短路、过流及远距离控制等的综合保护。

3、局部扇风机和掘进工作面的电器设备,设有风电瓦斯切断装置,当局扇停止或瓦斯超限能自动切断其供风巷道中的一切电源。 附:电器设备布置图

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第五节 一通三防

根据地质报告,该矿井为低瓦斯矿井,相对涌出量为5.2 m/td.煤层具有自燃发火倾向.发火期为2~6月。 1、采区通风 A、通风系统及方式:

对于全矿来说,矿井的通风系统为对角式,通风方式为抽出式。其能风系统为:新鲜风流→主斜井——井底车场——775水平煤层运输巷——轨道下山——760水平煤层运输顺槽——采区工作面→770煤层回风顺槽——暗皮带回风井——868水平总回风巷→风井→地面。 B、工作面所需风量:

根据煤矿安全规程规定,计算矿井所需风量分别接下列要求计算,并取最大值。

(一)、按井下同时工作的最多人数计算: Q=4*N*K通=4*60*1.35=324m/min

(二)、按采煤、掘进硐室及其他地点实际需要风量的总和进行计算:

Q=(∑Q采+∑Q其他)*K通

=(324+2*45)*135=559 m/min (三)、矿井绝对瓦斯涌出量:

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Q采=100* q绝对 K采通=100*0.82*1.6=131.2 m/min (四)、按产量计算:

Q采=TQK=600×1×1.35=810 m/min (五)、按工作面炸药量计算: Q采=25×A=25×18=450 m/min (六)、按风速校验:

按最低风速验算Q采≥37.5*s≥37.5×7=262.5 m/min 按最高风速验算Q采≤240×s=240×7=1680 m/min 根据以上计算,取最大值810 m/min即13.5m/S 详见采区通风系统图:

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二、综合防尘措施

1、 工作面风机两巷设水幕

2、 定期冲洗两巷煤尘,不得出现长度超过5M,厚度超

过节2MM的沉积煤尘。

3、 放炮员、移架工必需佩戴防尘口罩。 4、 各运煤转点喷雾洒水设施齐全。

5、 打眼采用湿式打眼,炮工必须封满填实,严禁放明

炮和糊炮。

6、 放炮前后,移架前后,冲洗煤帮和老塘。 7、 在放煤过程中,对放出的煤进行降尘。 8、 要求全体职工管好用好所有防尘设施。 三、防止瓦斯积聚

1、 保证工作面通风系统正常、稳定,有足够的风量。 2、 及时回收上隅角支架,使之与上山出口切线相齐,每班

由瓦斯检验员检查上隅角瓦斯浓度。

3、 在生产中,上隅角瓦斯超限时,用帆布风障引导风流通

过上隅角从而冲淡瓦斯。

4、 及时放顶,防止采空区瓦斯积聚。

5、 顶板或巷口冒落的空洞内应用不燃材料填实或用风筒

引入风流冲淡瓦斯。

6、 顶板附近瓦斯层状积聚时,采用加大风流或导风板导入

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风流来冲淡瓦斯。

7、 加强瓦斯监控系统的管理,使之充分发挥有毒有害气体

监测的作用。 8、重点瓦斯的管理

根据“一通三防”的要求,放顶煤开采工作面均属于重点瓦斯管理体工作面,其管理如下:

(1)、配备专职瓦斯检查员,实行定点检查,现场交接班,严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度,发现通风系统不稳定,风量不足、停风、瓦斯异常超限时,要立停止作业 ,并撤出人员。

(2)、强制冲淡瓦斯到允许浓度范围内,并排到回风风流中。 (3)、及时在采空区设置挡风墙,以防止瓦斯积聚。 (4)、工作面开工前必须对供电系统、通风系统、瓦斯检查、安全测、防尘、防火、防爆等各种设施进行全面验收,不符合条件的严禁开工。

(5)、机修、电工等人员至少每天对工作面范围内所有设备回检查一次,发现问题及时处理,严禁带电检修作业,杜绝爆现象。

(6)、对瓦斯检查仪器要定期进行检修。

(7)、工作面应悬挂醒目的标识和瓦斯检测记录。

四、防火措施

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1、 自燃发火的预防措施

(1) 提高回采,每班将浮煤清扫干净。 (2) 风机两巷发现冒高超过2M,体积超10立米

时,要用黄土等不燃物填实。

(3) 工作面推进过程中,要按要求定期打好封

闭。

(4) 定期冲洗两巷煤尘。

(5) 据煤层自燃发火期及工作面推进进度,每隔

100米留设防火煤柱15米,在15米范围内不放顶煤,上下端头及支架后部用沙袋堆砌并喷射黄泥浆密闭。

(6) 建立氮气灭火系统,保证氮气灭系统的的正常运转。并每隔一个星期对采空区进行注氮,以隔绝氧气

2、若工作面发生自燃火灾事故,采取以下措施

(1) 打封闭墙

将发火源与煤尘隔开,同时与空气隔绝,封闭墙必须及时、有效、保证达到隔离的目的。 (2) 加快推进速度

发火后,除打封闭墙外,必须加快工作面推进速度。根据发火情况,顶煤可用深孔进行强制放顶,

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不出煤,并打好封闭墙,待情况受控后,方可进行空区灌水或注入氮气,然后进行封闭和加推进速度。若情况特别严重,人为无法控制,则须立立刻关闭本采空区,打实封闭墙,使其与空气隔离。 2、 外因火源管理

(1) 加强警值班制度,杜绝火种入井下作业。 (2) 做好电器设备的检修工作,消灭失爆现象。 (3) 严禁放明炮或糊炮。 (4) 严禁带电搬运电器设备。

第六节 机电设备及其它系统

一、运输系统

地面料场——主井筒——775运输大巷——775轨道下山—工作面进风顺——回采工作面

工作面的煤炭——工作面刮板机——运输顺槽刮板机——运输顺槽皮带机——暗回风井的皮带机——775煤仓——775大巷电机车——775井底车场——主井筒——地面煤仓

二、供水系统

主井筒水池——775运输大巷——暗回风井筒—770

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回风巷——工作面 三、供电系统

1、放顶试验工作面供电电源来自775井下中央变电站。 2、供电设备: KS9—500/0.6KV矿用变压器. 四、工作面机械设备配置

工作面主要设备有40KW刮板运输机1台,煤电钻4台,运输顺槽有40KW皮带运输机1台、40刮板机一台,回风顺槽有乳化液泵站1套。

五、二号井悬移工作面设备性能说明

1、 悬移顶梁液压ZHF1800/·6 支架主要技术参数:

最大高度2240 最小高度:1475 主付梁中心距:500 支架宽度760 支架间中心间距:1000 推移步距800 泵站液压:15—20mPa

工作介质:含M10或MDT乳化油1—2%的乳化液 支架长度:2260 工作阻力为1800KN

支架采用2梁6柱:工作面安装37架。 生产厂家:山东煤矿泰安机械厂 2、 刮板机:

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刮板机参数: SGB—620/40T

生产厂家:山东昌乐矿山机械总厂有限公司。 边双链刮板输送机:SGB 中部槽宽度620 电动机功率40KW 铺设长度:100m 链速:0.86m/s 输送量:150t/h 总重:17.6T

井下安装数量:2台。

3、 橡皮带机:(可伸缩皮带机) 主要参数: SJJ—800/40

带宽:800 电机功率:40KW 辅设倾角:水平

生产厂家:山东兖州煤机厂 输送量:200t/h 4、 上山大倾角皮带机 主要参数:SJJ—800/55

带宽:800 胶带型号:ST630B800—5+3+

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辅设长度:125m, 辅设倾角:23℃ 电机功率:55KW 输送量:200t/h

生产厂家:江苏徐州煤机厂。

5、 所有设备、电控开关皆随设备由厂家配置。 附:工作面设备布置图

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第七节 避灾线路

1、井下各巷道相交处应挂牌写明巷道长度、名称并指明各类灾害的撤离方向。

1、 采区发生火灾时:在运输巷工作的人员应及时撒离采区,沿运输巷向井底车场方向撤离,通过主斜井或行人井到地面。

2、 发生水灾时:在采区工作的人员、在井底车场工作的人员应及时撤至回风水平巷,通过风井或斜井到地面。

3、 发生瓦斯、煤尘爆炸时:首先应选择最近的躲避峒室进行躲避,等待救援或避开瓦斯、煤尘爆炸危害严重的巷道,进入有新鲜风流,较安全的巷道内。

4、 发生有害气体中毒时:应及时向有新鲜风流的地方撤离。

5、 发生冒顶事故灾害时:现场工作人员应及时撤离至冒顶区域,进入围岩较好,支护较好的巷道内。

详见矿井避灾线图

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第八节 安全制度

一、 工作交接班制度

1、各班班前会散后,各工种要尽快下井接班,交班者必须向接班者交清工作面存在的问题,各设备运转情况及注意事项,并做好交接班记录,质量评估记录,矿压观测记录。 2、每班接班时,由班长、安全员、瓦检员检查采面情况,无安全隐患后方可进入工作面作业。

3、班组各工种接班后,全面检查工作面环境和设备情况,发现问题及时处理,并向领导汇报情况。

4、上下两顺槽必须由专人看管,三班做到井下交接班。 5、各工种应相互配合,互创条件,交安全班,若当班发现隐患必须及时处理,确实无法处理的,方准留下一班处理,否则不准下班。

6、在生产中严格按三大规程作业,严格交接班制度。 二、敲帮问顶制度

1、所有进入采面作业的人员必须严格执行敲帮问顶工作,对顶板及煤帮进行全面检查,对煤帮松软时的浮块必须及时刨下来,发现问题及时处理,顶板不好时,片帮严重时,应加强维护后再作业,作业人员应首先检查工作地段的支护情况,发现有异常时应及时处理,敲帮问顶应随时进行。

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2、顶板破碎时,放炮应采取单联单放,勤支护的原则,放守炮后应及时准确地铺网绞顶,有问题要及时处理。 三、工程质量验收制度

1、工作面工程质量要求班班验收,消灭不合格现象,成立由班干部、安全员、区队长,安监员五人验收小组进行监督验收,不经验收或验收不合格,作业员不准下班。 2、作业过程中验收人员就各工序是否按规程作业、安全处理是否及时、彻底,对质量问题应随时进行监督检查。 3、每班必须专人测压,及时进行二次注液。

4、放炮崩倒的支柱必须及时扶正,注液并测压监控。 5、移溜时,保证溜子成一条直线,且使用移溜器。 6、所有支柱必须架设牢固,迎山角适当,严禁在浮矸上设支柱,严禁使用开焊变形的梁和失效支柱。

7、所有支柱必须打成直线,偏差超过100mm,架间距不大于100mm,排距不超过100mm。

8、在整个作业过程中,工作面不准出现泄压支柱,若有则必须立即更换,工作面严禁出现连续三棵以上迎山或退山过大支柱。

四、巷道维修制度

1、两巷的回收和维护由专人进行,巷道净高不小于1.8m,支架完整无断梁,撑杆齐全,两巷变形、失效的金属棚要及

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时维修好,巷道内无浮煤、杂物,物料堆放整齐,并挂设标识牌。

2、严格按规程要求提前打好两巷超前支护。 五、机电设备维修制度

1、机电设备要做到“三无”、“四有”、“四勤”,机电设备必须分到个人负责检修。 2、各工种必须持证上岗。

3、各工种维修时严格执行岗位责任制,要准备好设备配件和待用工具,以保证机电设备正常运转。

4、机电设备完好率必须达到要求,开关上架,电缆铺设整齐,杜绝机电设备失爆。

5、每班检查刮板机是否完好,当班必须保证减速箱充足的油量。

6、维修电气设备时,必须严格执行停送电制度,并派人监护。

7、运输设备要搭接合适,底链不拉回头煤。 六、瓦斯煤尘管理制度

1、工作面打眼、放炮,严格执行《规程》要求,两巷保证足够的通风断面,维护好采面的通风设施。 2、各出煤转载头喷雾、洒水设施齐全。

3、打眼装药时,用炮土将眼孔封填充实,严禁放明炮、糊

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炮。放炮时,严格执行《一炮三检》制度和《三人联放炮制》,放炮员必须随身带放炮器。

4、瓦检员严格执行操作规程,认真做好本班的瓦检记录。 七、单体支柱的操作及有关规定

1、升柱时,先用液压枪冲洗注液口里的煤尘,然后再上枪注液,新入井的支柱在使用前先反复升降几次,排出空气然后使用。

2、向工作面配柱时,必须提前试压,确认支柱完好后方可使用。

3、支柱升起后,出现缓慢下缩时,应卸载重新升起,仍然无效,则停止使用更换支柱。

4、支柱卸载阀一律朝向老塘方向,人员避开三用阀,不能正对三用阀升柱。

5、所有支柱必须捆绑好,即柱头与梁子相互绑好,以防止泄压时倒柱伤人,搬运支柱时,将支柱缩到最小程度,轻拿轻放,严禁支柱超高使用。 八、泵站的操作安全制度

1、泵站司机必须由专职司机担任,开泵前先检查各部件有无损坏,各连接管有无漏液现象,有问题应及时处理。 2、泵站和液压系统应保持完好,泵站出口压力应≥18Mpa,乳化液浓度不低于2%,有现场配比和检查的手段。

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4、泵站司机不得擅自离岗,经常检查压力和乳化液情况,发现压力不正常或声音不正常等现象时,要及时停泵检查。 5、定期冲洗各种过滤严格按要求对设备各部分进行润滑。 九、其它管理制度

1、工作面正常开采时,设置一趟手拉铃,手拉铃严格执行谁拉谁停准拉开的原则,其他人不得随意打信号。 2、所有人员必须严格执行三大作业规程。

3、风机两巷各设一部电话,以便及时与地面联系。 4、特殊工种必须持证上岗,严禁无证上岗。 5、工作面机头设双压杠。

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第九节 安全技术措施

一、初采初放安全技术措施。

1、初采前按规程支护好悬移支架,达到三直一平两畅通使悬移支架腿直,开挡时的煤壁直,溜子直,架上网铺平,网头搭接不得小于10公分,上下出口必须畅通,上下端头超前支护不得小于20米。

2、 将上下顺槽超前支护维护好,达到规程要求及安全条件,经检查验收合格后方可放炮开采。

3、初采初放期间工作面采高不得大于2米,也不得小于1,8米,并保持沿底开采,严格控制支架间距,中对中不得大于1米,严禁出现缺腿或失效支柱,必须保证支架完整有效性,确保安全。

4、 初采初放期间必须设专人监测支柱初撑力和工作面压力变化情况,支柱初撑力必须达到90千牛以上;严禁使用漏液,损坏,支撑力不够的支柱。

5、 初采时前三个循环不放顶,开采工序为;打眼一装药一放炮一挑梁铺网一移溜,三循环后开始逐步放煤,开始只出顶煤的三分之一,即每隔两架放一架,随工作面推进逐步加大放煤量,但在老顶垮落之前老溏侧残留的煤高度不得低于工作面采高,待老顶垮落后经采掘队验收,同意

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后方可正常放煤。

6、 初采初放期间,如遇顶坂破碎,煤帮片帮或工作面压力明显增大时,应及时采取放小炮振动的方法进行开帮,必要时可用十字、风镐落煤,严禁漏当,空顶。

7、 初采初放时,移架间距不小于30米,必须有一名经验丰富的工作人员专职视顶,发现问题立刻停止作业,必要时所有工作人员应撤出工作面。

8、 初采初放期间,每班开工前必须检查工作面的支护情况,支护不全或不稳固柱,必须立即整改,否则严禁开工生产,失效或泄压支柱严禁使用,并立即更换。

9、 回柱分段处必须打好两棵以上护身柱,分段处要选择在顶板完好的地段

10、 初采初放期间,必须有初放领导小组成员现场盯班,初放是否结束或改变支护形式,必须由领导小组现场检查确定,并经矿领导,安监,生产、技术负责人同意。

二、 初次来压和周期来压安全技术措施

1、 初次来压和周期来压时,每个支架应必须是六根支柱,架间距不得大于1米,以加大支护密度,严格控制工程质量,直到压力过后,方可采用正常支护形式。

2、 每班设专人进行测压工作,工作面有压力异常时,必须及时反馈到作业组工作面。

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3、初来压后,认真做好记录,包括时间、采面推进位置以及初次来压后工作推进进度,为周期来压采取措施提供有力依据。

3、 在压力较大时,压力显现明显的情况下,所有人员必须立即停止作业,撤出工作面,待压力稳定后方可继续作业。

4、 当工作面初次来压或周期来压时应减少放煤量,所放煤量不得超过顶煤的三分之二。

三、 悬顶处理安全技术措施

采空区局部悬顶和冒落高度不充分[悬顶面积大于2至5平方] 必须增加支柱加大支护强度,或采取强制放顶。

四、 处理片帮、冒顶安全技术措施

1、 如果顶板比较破碎,要求必须放小炮,并及时挂网挑梁,必要时用风镐处理,支设临时支柱,杜绝冒顶事故。

2、 若工作面局部发生较大冒顶,则在冒顶范围上下各5米打木垛,规格[1,2*1,8米,冒顶处必须用板皮绞实接顶,冒顶区周围支柱设专人测压,并由专人负责及时补液,提高初撑力。

3、 发生片帮时,要求必须用板皮进行背帮处理。 4、 放炮前若有片帮现象,必须先进行处理,再掏窝棚后放炮,放煤过程中,应先支设临时支柱。

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五、打眼装药安全技术措施 a) 作业人员必须持证上岗。

b) 打眼前必须仔细捡查电钻,电缆,插销,钻杆,钻头等情况,有问题应及时找电工处理。

c) 打眼时操作人员不得超过两人,打眼过程中不允许用电缆拖拉电钻,不允许将钻杆插在钻机上移动。

d) 打眼工衣服袖口,毛巾,钮扣都必须系好,严禁戴手套作业。

e) 开钻工作前,作业人员必须仔细观察顶,帮,架,支柱,及支护情况,采面是否达到安全条件,达到安全条件方可开钻作业。

[1] 发现瞎炮时,按[煤矿安全规程] 中第315条规定执行处理,严禁使用镐刨,原眼钻掏及手拉脚线。

[2] 发现漏顶,片帮,伞岩,支护不牢固,支护全,空顶不实,架棚斜歪不稳,必须先处理隐患,达到安全条件后再打眼作业的原则。

[3]打眼过程中,必须严格按[三大规程] 进行。 [4]打眼完毕后,将电缆盘放挂在风机及两巷干燥处并切断电源。

[5]运送炸药,雷管必须按[爆炸物品管理制度] 执行。 [6]装药时,必须按[煤矿安全规程] 中315,316,317,

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324,325,326,327328,329,331,333,334,337,338,339条规定执行。

2、 打眼装药安全距离必须符合安全规程的规定,打眼装药工作与放顶移溜架工作禁止同地点同时平行作业。

3、 必须使用水炮泥,炮眼剩余部分用黄土炮泥填实。 4、 雷管,炸药要分装分运,装配引药时要远离电器设备及导电物体,装药后炮眼必须封实,剩余爆炸材料分箱占存,箱上锁,下班后如数交回库房,工作面眼内所有雷管脚线必须扭成短路连接,并悬于噻在炮眼孔口内。

六、放炮安全技术措施

1、放炮员必须由取得资格证的专职放炮员担任,放炮前必须由瓦检员检查瓦斯,由放炮员安排班组长放好警戒人员,应距放炮点50米(无拐弯100米)以上,放炮器及钥匙由放炮员随身携带,严禁交于他人,放炮时由放炮员自联自放,首先必须发出信号,吹哨及大喊三声后,等10秒确认无人后方可放炮。

2、 每次联线放炮距离不得超过5米,当顶板破碎煤质松软或压力增大时,严禁放群炮,必须单联单放。

3、 出现瞎炮,由放炮员严格按[媒矿安全规程] 中341,342执行处理。

4、 放炮完毕后,必须认真检查工作面安全情况,发现

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问题及时向班组长汇报,放炮崩倒斜支柱时要立即扶正扶好,消除隐患。

5、 放炮员放炮时,发现工作面有隐患时,支柱架少腿不正时,立即汇报班组长,班组长必须立即处理消除隐患。如班组长不处理,隐患未消除,放炮工拒绝放炮。

6、 不放炮及放完炮时,必须将母线从放炮器上取下,并扭结成短路。

7、 避炮位置必须在上下两巷中距炮点50(直线距离100米)米以外,严禁在采面,老塘,煤帮及设备后下等避炮。

8、 工作面必须有专用放炸药,雷管的木箱,用来装药与雷管和备用补眼用药,但必须箱上锁,确保爆炸物品不漏失。

七、攉煤及支架安全技术措施

1、进入工作面首先进行敲帮问顶制度执行,捡查支架是否完好,有无隐患等情况。

2、 进行二次注液,确保支拄的初撑力达到20千牛吨以上。

3、打眼,装药,放炮前后进行统一捡查瓦斯及各种气体,包括顶帮,支架无隐患后方可放炮。放炮后进行统一检查瓦斯,扶正崩倒斜歪的支拄,并进行再注液。

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4、攉煤移架过程中要时刻注意顶帮的安全情况,若顶板来压必须及时加强支护,有危险时全部作业人员必须立即撤出采面到安全区,待来压稳定后,由安全点逐步一一检查维护,直到隐患消除。

5、 煤时,必须将大块煤砸碎后放入溜槽,严禁跨溜子

作业。

6、 架设好的支架,柱腿,棚子,支柱迎山角度合适,支架或棚子不得迈步,梁不得甩头,必须达到三直两平两[架柱直,溜子直,煤帮直、溜子平,架网平],上下出口畅通,严控质量标准。

7、 煤帮刷齐,不留伞檐,煤矸及时挑下以防伤人。 8、 攉煤及支架时,必须在支护安全可靠的下方进行,严禁空顶作业。

9、 工作面两端头支架好的支柱必须全部用铁丝绑扎在金属顶网上,必须做到支设一柱,再支设绑一柱,防止倒柱伤人。

八、移架放顶安全技术措施

1、移架放顶工作必须是在工作面煤全部出完后,打齐所有支柱后方可进行,并切断工作面溜子电源。

2、 移架前,必须首先检查顶帮及支架安全情况,处理完隐患问题,并进行二次注液,经过测压达到要求后,方可

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移架放顶。

3、 作业过程中必须始终保证退路畅通,坚持敲帮问顶及先支后回的原则。移架应遵循先维护、后移架的原则,由下向上,由老塘向煤帮的原则,分段应选在顶板完整地段,并必须在分段处支设一保护柱,为下段回收最后一支架创造条件。

4、 移架时人员应站在支架的上方,看好退路,严禁人员站在空顶下作业,操作时一人看顶一人作业,严禁单独一人操作。

5、 移架时要及时用板皮或网片将新切线柱子手把向上部位挡好,以防止扯网窜矸窜煤。

6、 移架过程中如发生顶板压力增大,支架变形,片帮等现象,作业人员必须及时撤离危险区,待压力稳定后检查维护支架后再进行移架。

7、 移架过程中,下方3米内严禁有人,以防漏顶,支拄滑倒,架倒伤人。

8、 回最后三架时,必须捡查上组护身柱的牢固程度,支架若有变形应及时修整,并在靠切顶线0,5米处的每架下梁下设一棵临时支柱,方可进行正常回柱,加柱时操作人员必须站在新切线内侧进行。

9、 在移架过程中如有不及时下顶地段回收人员应备用

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绳钩,长距离卸载时,用绳钩绑住支柱,以防支柱倒入采空区。

10、 在回柱过程中,对直接回柱有困难的支架,必须打替换柱进行替换,替换柱支设在要回收的支架上方。

九、支护稳定性安全措施

1、支柱必须支设在硬底板上,支柱支设必须吃劲有力牢固,上下左右支柱必须直成一条线,差距不得正符超10厘米,迎山角3一5度,支柱初撑力必须达到90千牛吨以上,否则要进行一次补液,严禁将支柱支设在浮煤浮矸上,且所有支柱必须捆绑在梁或顶网上。

2、 严禁支设空顶,甩头,迈步支架。

3、 严禁空顶,棚架射箭张口,对空顶处必须用板皮背紧背实。

十、放顶安全技术措施

1、严格按操作规程进行,放煤段距离不得小于10米坚持在一个分段内由上向下间隔加放煤口出煤,严禁一轮将煤放完见矸,禁止由下向上或由上向下顺序放煤。

2、 必须坚持在低位放煤,遇有大块堵塞放煤囗时,只能用人工打碎或在邻近另开口的方法处理,严禁爆破放煤。

3、 放煤工必须在采面移架放顶全部结束后,在统一进行放煤,严禁放煤与放顶移架平行作业。

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4、 放顶煤时,要根据老塘顶板垮落情况严格控制放煤量,保证老塘充填高度在采高的一倍以上。

5、 工作面煤壁片帮严重,顶板压力异常增大,煤壁区或控顶范围内煤漏失严重或遇地质构造时,此段严禁放顶煤。

6、 经三眼放煤,煤量放尽见矸后,应及时用网片或板皮,铁丝封住放煤口,以防矸石窜到溜子里,影响煤的质量。

7、 放煤后要对支架,帮顶进行修整,清除支架歪斜处理扶正,支护不当,顶帮不严,网片破漏等问题必须立即解决处理,确保支护质量。

十一、推移运输机安全技术措施

1、 推移刮板机前,必须清理好新溜道,并将所有支柱二次注液,全部支柱必须牢固稳实,认真检查工作面的顶,帮,及上下端头两安全口的安全情况,消除隐患后,达到安全条件,方可移推刮板机。

2、在推移刮板机时,首先调整支柱成直线,达到三直两平两畅通,并看好退路。

3、推移时,移溜器必须一头顶溜子槽外边,一头必须顶在老塘边的立柱下底部,被顶老塘的立柱必须牢固稳实。

4、 移溜时,靠新溜道前面不得站人,严禁在溜子移动中跨越溜子。

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5、 移溜子时必须有专人观查采面的立柱及顶板反映情况,特别是被移溜器顶力的受力柱是否有松动和变形,必须立即停止移溜,处理隐患,达到安全条件后,方可继续作业。

6、 移溜时,溜子弯曲段不少于15米。

7、 要按顺序移动,机尾和机头不得同时移动,移动机头时要有塾练有经验的人员进行操作,信号要准确可靠,人员要站在安全地点。

8、 移溜结束后,要及时在机头,机尾压上立柱。 9、 在移溜时,特别要防止移溜器推倒立柱及架棚。 十二、运输机司机安全技术措施 1、 输机司机必须持证上岗。

2、 司机开机前,对运输机进行全面捡查,包括线路信号等,保证设备正常运转。

3、开机前先给一信号以便引起人员注意,然后启动,启动后操作司机应站在机头侧面宽畅处作业,禁止站在正前方。

4、运输机在运转过程中,司机应手不离开关,注意各部件运行情况,有问题及时处理,情况严重时,必须向区长和值班电修工汇报,以确保机子其正常运行。

5、运输机司机应掌握统一的信号,上下协调一致。

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6、检修运输机或处理问题时,应切断电源。 7、行人通过的机巷运输机应加盖板或搭设过桥。 8、运输机两侧应保持清洁,确保挡煤板齐全有效。 9、工作结束后,必须将启动按钮吊挂起来,将馈电开关把手打在零位,并加机械闭锁。

10、 板机司机必须维护好转载机头的降尘设施,确保喷头雾化降尘效果。 十三、防爆措施:

1、严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定。 防止瓦斯煤尘燃烧和爆炸,就必须防止瓦斯积聚和煤尘产生,要保证井下各点风流畅通,并风速不超过规定要求。

2、 消除电器或其它火源。

3、 加强瓦斯管理,设置专职瓦斯检查员,对井下工作面进行巡回检查,发现瓦斯超过规定要求,要立即断电,停止工作,采取措施处理后方可作业。 十四、通风安全技术措施:

(1) 注意通风设施的维护和保养。

(2) 保证风路畅通,及时调整风门位置,保证采面有足够的风量。

(3) 作业人员必须及时关闭风门、风帘。

(4) 测风员必须及时测风,保证工作面有足够的风

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量。

十五、防止瓦斯、煤尘爆炸及人员中毒的安全技术措施:

(1)任何人不得携带火种,易燃易爆物品下井。 (2)井下禁止焊接、切割作业。 (3)下井人员必须佩带自救器。

(4)不许进入无风和瓦斯气体超限地点作业。 (5)没有通风的盲巷应设置栅栏,防止人员误入。 (6)放炮后等炮烟吹散后人员才能进入工作面。 十六、防止透水事故的技术安全措施:

回采时,必须严格按设计图施工,并留好煤柱,同时还要注意:

(1)严格按设计图纸开采。

(2)掘进中坚持有疑必探,先探后掘的方针。 (3)如发现工作面淋水增大时,要立即汇报领导,

采取措施,不得自作主张,贻误时机。

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