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3109工作面放顶煤开采设计方案说明书

作者:煤矿安全网 2012-11-26 来源:煤矿安全网

  目 录

  第一章 矿井概况 4

  第二章 方案设计编制依据 5

  第三章 工作面概况 6

  第一节 工作面位置 6

  第二节 地形地物 6

  第三节 采煤工作面参数 7

  第四节 储量情况 7

  第四章 地质构造 8

  第五章 水文地质及水害评价 8

  第六章 防水煤柱留设 8

  第七章 工作面巷道布置 9

  第一节 工作面回采巷道布置 9

  第二节 回采巷道参数 9

  第八章 采煤方法及工作面设备 9

  第一节 采煤工艺 9

  第二节 工作面设备配备 14

  第九章 生产系统 19

  第一节 运输系统 19

  第二节 辅助运输系统 19

  第三节 防尘系统 20

  第四节 排水系统 20

  第五节 压风系统 20

  第六节 通讯系统 20

  第七节 通风系统及风量计算 21

  第八节 瓦斯防治 23

  第九节 防灭火系统 25

  第十节 安全监控系统 26

  第十一节 供电系统 27

  第十二节 矿压观测 28

  第十三节 避灾路线 29

  第十四节 “三下”开采 30

  第十章 安全技术措施 30

  第一节 通风、综合防尘、防治瓦斯措施 30

  第二节 防治煤层自然发火措施 33

  第三节 防治水措施 35

  第四节 预防煤壁片帮措施 35

  第五节 工作面初采和收尾措施 35

  第六节 顶板管理措施 37

  第七节 高温热害防治措施 39

  第八节 机电、运输管理措施 40

  第九节 工作面安装、回撤设备措施 45

  第十节 其它措施 47

  第一章 矿井概况

  山东金阳矿业集团有限公司金阳煤矿位于宁阳煤田东部,在县城东北6km处,井田东西长约3km,南北宽约2km,井田面积6.12km2。矿井1990年5月开始建设,1996年6月试生产,1996年11月15日由泰安市煤炭局组织投产验收并准于生产。矿井设计生产能力21万吨/年,核定生产能力30万吨/年。现生产水平-350水平。

  矿井开拓方式:一立一斜单水平上下山开拓方式;现开采煤层:晚二叠系山西组第3层煤,厚度1.95-9.05米,平均厚度5.0米;煤尘爆炸指数36.39%;第3层煤有自燃倾向,属自然发火煤层。采煤方法:走向长壁炮采放顶煤采煤方法,顶板管理方法:全部垮落法管理顶板。

  本矿区平均降雨量710mm,且降雨多集中在7、8月份,月最大降雨量568mm(1964年),日最大降雨量150mm(1964年7月8日),本区最大洪水位+66米,低于井口标高。

  矿井生产系统主要有:通风系统、供电系统、压风自救系统、运输系统、排水系统、供水施救(防尘)系统、安全监控系统、通讯联络系统、人员定位系统等,矿井各生产系统齐全有效、正常运行。

  矿井供电系统:矿井在工业广场设置35/6kv变电站,配备S9-2500/35变压器2台。矿井有两条35KV供电回路,一条为金阳变电站,线路长度3.8km,线路规格LGJ-120。另一条为石集变电站,线路长度2.1km,线路规格LGJ-120。双回路下井电缆MYJV42-3×70敷设在井筒内,电压6kv。中央变电所设置在-350井底车场内与中央泵房相邻;西翼采区变电所、东翼二采区变电所和三采区变电所,电源通过两回路MVV22-3×35、MYJV22-3×35和MYJV223*35,850米型电缆供给,电压6kv,通过采区变电所降至660V后供采区用电。

  排水系统:矿井在-350水平井底车场设置中央泵房和水仓。水仓容量1300m3,泵房内装备三台D30065×7型多级离心泵,流量300m3/h,扬程455m,功率560kw,在井筒内共敷设两路φ245×10无缝钢管,水通过-350泵房由管路排至地面。东翼二采区底部车场设置采区泵房和水仓,标高-550m,水仓容量850m3,泵房内装备三台PJ80型多级离心泵,流量100m3/h,扬程396m,功率200kw,在采区轨道巷内敷设两路φ133×6的无缝钢管,通过采区泵房的管路一路排至-350水仓入口,一路排至-350大巷水沟内,大巷内的积水通过水沟自流到中央泵房的水仓内。三采区底部车场设置采区泵房和水仓,标高-600m,水仓容量850m3,泵房内装备三台PJ80型多级离心泵,流量100m3/h,扬程330m,功率160kw,在采区轨道巷内敷设两路φ108×4的无缝钢管,通过采区泵房的管路一路排至-350水仓入口,一路排至-350大巷水沟内,大巷内的积水通过水沟自流到中央泵房的水仓内。

  通风系统:矿井采用中央边界抽出式通风,立井为提升井并进风,斜井回风,风井装备两台4-72-11No.20B型离心式通风机,功率110kw,矿井总进风量2755m3/min。矿井通风网络:分区并联形式。

  压风自救系统:集中供风,地面设压风机房一座,装备4台OGFD-9.6/8B空压机配55kw电机,压风管φ108×4焊接钢管。管路敷设由压风机房至C-Z贮气罐送至井下大巷,各用风点由大巷接入。在矿井采区避灾路线压风管路上,每隔200米设置了供气阀门。

  提升运输系统:为主提升机选用JKMD-2.8×4(I)型落地式磨擦轮绞车,配YR500-12/1180型500kw、6kv绕线式电动机,提升容器为一对一吨双层四车罐笼,提煤四车、提矸石二车,人员60人,提速6.25m/s,井筒装备组合钢罐道,提升钢丝绳6△(34)-28-1520-特,尾绳用6×-44.5-1375-I。

  安全监控系统:矿井安装了KJ76N型安全监控系统,矿井传感器布置齐全,监控有效。实现了对井下的甲烷和一氧化碳的浓度、温度、风速等的动态监控。

  供水施救系统:矿井结合自身实际,建立完善了井下巷道所有供水管路的供水施救系统。在矿井采区避灾路线供水管路,安装了应急的供水阀门。供水水源引用矿井总回风井的地表水源及井口西的净化水池,该水质完全达到饮用标准,并与地面上的供水管网形成系统。

  人员定位系统:在井下职工的矿帽上安设了KJ201B-S型无线数据收发机,并在井口、井底、采面入口、出口等重要地点设置了分站,对入井及井下的所有人员进行实时监控。

  通讯联络系统:矿井安设了有线调度电话系统。安装了应急语音广播系统和无线通讯系统,并能够与调度室电话互通互联。

  在井底车场、采区变电所、水泵房、采掘工作面等人员集中的地点,安设了直通矿井调度室的电话。

  2012年底前完成井下避难硐室的施工和装备,并顺利通过验收。

  第二章 方案设计编制依据

  一、采区设计说明书及批准时间

  采区设计说明书名称为《西翼首采区设计说明书》,批准时间为2003年3月。

  二、地质说明书及批准时间

  工作面地质说明书名称为《3109工作面地质说明书》, 批准时间为2012年3月30日。

  三、矿压观测资料

  断层附近围岩应力集中,巷道压力较大。

  3109工作面放顶煤开采设计方案编制以西翼首采区设计、首采区地质说明书、3109采煤工作面地质说明书为依据。3109工作面放顶煤开采必须保证工作面安全生产,符合《煤矿安全规程》和《煤矿设计规范》及《煤矿安全技术操作规程》的有关规定,实现安全高效开采。

  第三章 工作面概况

  3109工作面位于西翼上山采区北部,属首采区的一部分,其北部为3108工作面。

  3109工作面为矿井西翼首采面剩余的一部分煤量,矿井西翼首采面原开采方式为分层开采,采面支护方式为铰接顶梁配金属摩擦支柱,由于该支护方式安全性差,1995年12月该采面发生了一起顶板事故,之后该采面停产并进行了封闭。为了最大限度回收煤炭资源,提高煤炭回采率,经过讨论研究,决定回收该采面剩余部分煤量。

  通过西翼采区3101、3102、3103、3104及3105回采工作面和3108进、回风巷实际揭露,该区域内断层较少,只在3109工作面运输巷南部有一条断层,致使该位置煤层变薄。该工作面西北部为采空区,北部为3108工作面。煤层平均走向155°;倾向235°;煤层倾角5-10°;走向长度平均90m,倾向长度平均60m,煤层厚度在4.63-6.6m,平均5.6m。工作面回采过程中靠近断层附近的运输巷需加强支护,保证工作面运输巷断面符合规程要求。

  第一节 工作面位置

  3109采煤工作面位于西翼上山以北,该工作面北部为3108工作面,西北部为采空区,工作面井下标高-270~-266m,工作面走向长度平均90m,倾斜长度平均60m。

  第二节 地形地物

  3109工作面对应的地面位置位于工业广场西北,地面为农田,无建筑物及水系,对工作面开采无影响。

  第三节 采煤工作面参数

  一、采煤工作面长度

  根据剩余块段煤的面积及形状,将该采煤工作面沿倾斜长度确定为60m,走向长度为90m。

  二、开采技术条件

  第3层煤顶底板特征:

  顶板:三煤顶板常有一层厚度为0.2m的伪顶,由灰黑色炭质页岩组成,常受采动影响随煤层跨落而跨落。直接顶一般由深灰色砂质页岩组成,厚度2m左右,富含羊齿类植物叶部化,岩石层理明显,脆性大,硬度低,f=4,冒落性较强,能随采随冒,全区分布稳定。基本顶(老顶)灰白色中粗砂岩,无层理,块状构造,含角闪石、黑云母等矿物,f=5~6,均厚6m,中等硬度全区稳定,可作为煤系地层内的辅助标志层。

  底板:直接底一般为薄层状粉细砂岩互层,颜色由深灰及灰白相间组合而成,f=3-4,水平层理为主,波状层理次之,厚度2-6m,较稳定。老底为浅灰绿色中粗砂岩,块状构造,硅质胶结,无层理,f=5-6,平均厚度8m。

  三、煤层赋存特征

  3109采煤工作面煤层厚度与煤层倾角较稳定。煤层结构简单,不含夹矸,煤层厚度平均5.6m,煤层倾角为5-10º,煤的硬度系数f为1.0-1.5。

  附图:矿井综合柱状图。

  第四节 储量情况

  一、工作面储量计算

  工业储量按照块段法计算储量,该工作面走向长度平均90m,倾向长度平均60m,煤层平均厚度平均5.6m,煤的容重1.33吨/m3。

  工业储量=90×60×5.6×1.33= 4 万t

  可采储量=90×60×5.6×1.33×93%=3.7万t。

  二、工作面服务年限

  工作面服务年限=可采推进长度/(月推进度×90%)

  =90/(30×0.8)=3.75个月

  0.8—天平均推进长度,m;

  30--平均每月生产天数;

  第四章 地质构造

  该块段煤层平均走向155°,倾向235°。煤层倾角平均5-10°。根据已掘回采巷道(3108工作面进、回风巷及开切眼)实际揭露,该工作面内无构造,3109工作面运输巷靠近落差10-15m断层,因此在工作面推采过程中,加强工作面运输巷顶板管理,防止出现顶板事故

  第五章 水文地质及水害评价

  一、水文地质情况:

  根据附近已掘巷道实际揭露,水文地质情况简单。煤层及顶底板均不含水。经过巷道实际揭露附近区域的断层不含水也不导水,对工作面回采无影响。为确保矿井施工安全,预防突水事故的发生,在工作面回采过程中应坚持‘预测预报,有疑必探,先探后掘,先治后采’的探放水原则。

  二、老空水情况:

  3109采煤工作面位于西翼上山采区以北,该工作面西北部为采空区,北部为3108工作面,南部为断层。工作面煤层顶、底板及煤层均不含水。西北部采空区内有少量的防尘积水,2009年3月经探放水,已疏放完毕,因此3109工作面开采时不受工作面老空水及断层导水的威胁。

  第六章 防水煤柱留设

  在工作面采空区和3108工作面之间留设10米的保护煤柱。

  第七章 工作面巷道布置

  第一节 工作面回采巷道布置

  采煤工作面运输顺槽、回风顺槽、开切眼沿煤层底板布置;回风顺槽、运输顺槽斜距60m(即工作面长度)。

  第二节 回采巷道参数

  一、工作面回风顺槽

  根据巷道用途、使用年限、巷道围岩性质,结合本矿同类巷道支护效果,工作面回风巷采用11号工字钢棚支护。巷道采用梯形断面,上净宽2m,下净宽2.7m,净高2m,净断面积4.68㎡。

  二、工作面运输顺槽

  根据巷道用途、使用年限、巷道围岩性质,结合本矿同类巷道支护效果,工作面运输巷采用11号工字钢棚支护,巷道上净宽为2.0m,下净宽2.7m,净高2.0m,净断面4.68㎡。两巷断面均可满足工作面通风、行人、运输及辅助运输的需要。

  三、工作面开切眼

  开切眼初掘时为梯形断面,采用11号工字钢棚支护,巷道上净宽为2.0m,下净宽2.7m,净高2.0m,净断面4.68㎡。安架时开切眼断面要刷扩,以满足安装悬移支架的需要。

  第八章 采煤方法及工作面设备

  第一节 采煤工艺

  一、采煤方法选择

  西翼上山采区上部煤层平均厚度5.6m,煤层厚度变化较大,煤层底板也有起伏,若采用分层开采工作面防火困难较大;煤层直接顶主要是砂质页岩,能随采随冒落,顶煤放出后能及时充填采空区;老顶以中粗砂岩为主,中等稳定;煤层底板为粉细砂岩互层,岩性较硬,支架不易钻底,适宜采用悬移支架炮采放顶煤开采且能较好发挥支架支撑能力,因此本工作面选用走向长壁悬移支架炮采放顶煤的采煤方法。

  二、生产工艺流程

  注液→打眼→爆破落煤→注液→挂网伸前探梁→攉煤→移输运机→移架→注液→剪网放顶煤→补网堵放煤口→注液→清理工作面

  三、回采工艺参数

  一)采高:ZH1800/16/24型悬移支架要求合理支护高度为2.2m,前探支护长度0.8m,故采高定为2.2m,循环进度确定为0.8m。

  二)回采工艺参数

  1、开采厚度:平均开采厚度5.6m。

  2、工作面开采高度2.2m,放顶煤高度3.4m。

  3、采放比1:1.55。

  4、工作面循环进度0.8m,循环放顶步距0.8m。

  四、回采工艺过程

  一)落煤:工作面煤壁采用打眼爆破的方法落煤。

  1、打眼要求:工作面打眼时采用从回风巷至运输巷的顺序打眼,采用ZQS-50/1.5S型侧式供水风煤钻湿式打眼。

  2、炮眼布置:根据该工作面煤层硬度,炮眼布置采用三排眼。顶眼距顶板0.3m,眼深0.9m,炮眼间距1.0m,与水平成10°仰角;底眼距底板0.3m,眼深0.9m,炮眼间距1.0m,与水平成10°俯角;腰眼距底板1.1m,眼深0.9m,炮眼间距1.0m;顶眼、底眼和腰眼均与煤壁成65°夹角。

  3、爆破要求:使用FD100D型起爆器引爆,使用1~5段毫秒延期电雷管和二级煤矿许用乳化炸药爆破落煤。炮眼封泥长度均不小于0.5m,采用正向装药爆破。工作面采用分次装药分次起爆的方式,工作面每次爆破长度不超过5米。串联连线,先爆破腰眼再爆破顶眼和底眼。

  二)装煤:采用爆破装煤和人工攉煤相结合。人工攉煤的操作程序在作业规程中作出具体规定。

  三)运煤:工作面及顺槽采用SGW-30B型刮板输送机运煤,采区上山采用皮带输送机运煤。各转载点的喷雾设施必须正常使用。刮板输送机司机必须按操作规程的要求操作刮板输送机。

  四)顶板支护:

  工作面爆破落煤完毕,为预防工作面架前暴露的顶板冒落,对工作面炮道内的顶板敲帮问顶、洒水降尘后,及时铺设炮道内顶网并支撑起支架前端的前探梁支护炮道顶板;当伞檐超过规定时必须立即处理;当煤壁煤体破碎有片帮危险时,必须及时支设贴帮柱,贴帮柱支设标准在作业规程中做出具体规定;煤壁与支架间的距离(端面距)不得超过300㎜,超过规定的距离或发生冒顶、片帮时,必须立即停止采煤,在该地点至少支设两组一梁两柱,梁顶部必须用方木接实。顶网铺设及要求在采煤工作面作业规程做出规定。

  五)采空区处理:

  工作面浮煤清理干净后,借助移溜千斤顶前移前后两部刮板输送机,然后分段移架,移架代替了回柱放顶。

  根据对本工作面顶煤和顶板岩性分析,工作面推采初期及推采过程中一般情况下顶煤和顶板能自行垮落。若工作面推采过程中采空区出现2×5㎡的悬顶时,不得放顶煤。如果工作面推采过程中出现大面积悬顶时,必须采取以下措施:

  1、超前工作面20米外采用向煤层顶板打深眼注高压水的方法对工作面顶板进行弱化处理,处理的安全技术措施在作业规程中做出规定。

  2、工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤。

  六)放顶煤的方法

  工作面移架后,即可在工作面支架后部,两架支架中间剪网放顶煤;但严禁在非悬移支架作端头支护的范围内及两巷后部放顶煤;工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤;放煤口间距1.1米,放煤口高度20-40cm,严禁超高剪网放煤,工作面放顶煤期间,严格控制放煤量,严禁支架悬空。

  五、工作面生产能力计算

  工作面每天1个循环,每月按30天计算,正规循环率90%。工作面倾斜长度平均60m,开采厚度平均5.6m,每循环推进度0.8m,工作面回采率93%。

  循环产量:

  M=L×H×r×1.33×93%=60×5.6×0.8×1.33×93%=321(吨)

  日产量:与循环产量相同。

  月产量: Y=30×M×90%=30×321×90%=0.96(万吨)

  六、劳动组织和循环作业方式

  1、作业方式

  采用“三八”制循环作业方式,班间检修。采用边采边准备的方式,各专业工种必须在安全距离以外进行分段平行作业。

  2、劳动组织

  工作面每班有一名跟班区长和两名班长负责组织生产,配有质量验收员、爆破工、攉煤工、移架工、运输机司机、维修工等相关工种的操作人员若干名,当班出勤人员合计不得超过36人。

  工作面人员配备及劳动组织图 表二

  第二节 工作面设备配备

  一、支架支护强度计算

  1、支护强度计算:

  (1)工作面顶板支护强度:

  Q=K×g×h×r

  Q=5×9.8×2.2×2.4=258.72(KN/m2)

  式中: Q:支护强度

  K:安全系数(4-8) 取5 g:9.8

  h: 采高 取2.2 m

  r:顶板岩石容重 支架顶部上覆岩层平均容重取2.4

  (2)支架工作阻力计算:

  P=Q(L1+L2+a)B

  P=258.7(2.46+0.8+0.2)1.1=985(KN)

  式中: Q:支架支护顶板所需的支护强度KN/m2 258.72

  L1:支架长度m 2.46

  L2:前伸梁长度m 0.8

  a:支架的梁端距m 0.2

  B:支架的宽度m 1.1

  2、支架选择:

  根据以上计算结果,选用ZH1800/16/24型悬移支架,其工作阻力为1800KN,大于计算所需工作阻力985KN,能满足采煤工作面顶板支护强度需要。

  通过以上数据对比,选用ZH1800/16/24型悬移支架,能满足采煤工作面支护强度要求。

  ZH1800/16/24型支架主要技术参数见表四:

  二、支护材料及支护参数

  1、支护材料

  工作面采用ZH1800/16/24型悬移支架配合DH22-300-100S型单体液压支柱支护顶板。工作面下端头采用4对8根长3.3mDFB型钢梁;上端头采用4对8根长2.8mDFB型钢梁;工作面超前支护使用铰接顶梁抬棚支护,单体液压支柱型号为DW22-300-100S型,铰接顶梁型号为DJB1000-300。

  2、工作面特殊支护

  工作面特殊支护有端头一梁三柱、贴帮柱超前支护。

  端头支护:上端头使用4对8根长度为2.8m 的金属顶梁配合单体支柱支护顶板,下端头使用4对8根长度为3.3m 的金属顶梁配合单体支柱支护顶板,每根金属顶梁配三棵单体支柱随采面的推采方向交错迈步前移,每对长钢梁两根之间间距不大于10cm,每对长钢梁间距不大于70cm,支柱初撑力不低于12MPa。

  贴帮柱:当工作面压力增大时,煤壁片帮时支设,以防片帮伤人,支柱初撑力不低于12Mpa。

  超前支护:工作面从煤壁向前20范围内在回风顺槽和运输顺槽支设两排铰接顶梁抬棚,支柱初撑力不低于6.5MPa。

  防倒抬棚:在人行道(材料道)侧靠近支架中柱10cm沿工作面倾向方向支设一排,把工作面所有支架全部支撑住,防止工作面支架倒架。倾向抬棚用单体支柱配铰接顶梁。支柱初撑力6-12MPa。

  走向抬棚:走向抬棚是当架距大,金属网下坠严重时在架间支设,顶梁采用∏型顶梁,顶梁长度为2.2米,所用支柱不得少于两棵。支柱初撑力不低于12MPa。

  3、支护参数1)架间距1.1m,支护密度为0.8架∕m2,最大控顶距3.26m,最小控顶距2.46m,放顶步距0.8m。

  2)采高:采面支架采高控制在1.8-2.2米,严禁超高支设。

  见工作面支护平面图。

  三、乳化液泵站

  (一)泵站选型、泵站数量

  ZH1800/16/24支架与DH22-300-100S型单体液压支柱配合组成的悬移支架所需的管路末端供液压力不小于18MPa,泵站布置在首采区轨道上山绞车房附近的回风巷车场内,工作压力不小于20 MPa,因此选用体积小便于运输的RB80/20型乳化泵可满足工作面液压支架的使用。RB80/20型乳化泵两台,一台工作,一台备用。

  RB80/20型乳化泵主要技术参数如下:

  公称流量 :80L/min 公称压力 :20MPa

  电动机型号:DYB-37 功率:37KW

  输液管路匀选用高压胶管,耐压45MPa。

  (二)乳化液选用

  为保证工作面支柱正常使用要求,选用ME15-5型号乳化液,乳化液浓度配比必须达到2%~3%,并使用好自动配比装置,每班泵站司机使用浓度检测仪检测乳化液浓度不少于2次,并做好记录。维修人员要加强支架供液系统与泵站的维修,杜绝供液系统的窜漏液发生。

  工作面支护材料用量见表六。

  工作面支护材料用量表 表六

第九章 生产系统
第一节 运输系统
   一、运煤设备及转载方式
   工作面爆破落煤及架后顶煤通过工作面两部刮板输送机转载到工作面运输顺槽内的输送机内,工作面运输顺槽内的输送机将煤转载到西翼皮带上山内的皮带输送机上,煤通过皮带输送机转载到2号煤仓,再由大巷电机车装车外运。
   运输设备型号:
   刮板输送机型号:SGW-30B,链速0.86m∕s,运输能力为70t∕h。皮带型号:SGD-650-22*2型,带速为1.6 m∕s,最大运输能力为150t∕h。
   工作面日产量为321吨,平均每班按照5小时的运输时间计算,三个班共开机15小时,平均每小时出煤量21吨。
   通过以上计算刮板输送机及皮带输送机的运输能力均远大于每小时生产煤量,运输设备完全能够满足3109工作面运煤的需要。
   二、运煤路线
   3109运输巷→西翼皮带上山→2号煤仓→-350运输大巷→主井→地面
第二节 辅助运输系统
   一、辅助运输设备及运输方式
   工作面需用的材料、设备等物资,采用1吨矿车或料车由大巷运至首采区下部车场,由采区JY-4绞车提升至上部车场,再通过3109回风巷运至工作面。
   运输设备型号:
   轨道上山提升绞车型号:JY-4。
   矿车型号:MG1.1-6B。
   二、辅助运输路线
   地面→主井→-350运输大巷→首采区轨道上山→首采区上部车场→3109回风巷→工作面。
第三节 防尘系统
   一、防尘系统
   3109工作面的防尘用水,由总回风井地表水通过2吋管路经矿井总回到达联络巷,然后由1吋钢管分别接至3109回风巷、运输巷超前支护段,供工作面防尘、供水施救装置用水。
   防尘管路如下:
   地表水→
   联络巷→3109回风巷→供水施救装置→工作面
   联络巷→3109运输巷→供水施救装置→工作面
   二、防尘方式
   1、转载点喷雾,运输机各转载点均设一个喷头。
   2、上、下两巷防尘水幕
   在工作面进风巷和回风巷距工作面煤壁向外30米处各安设一道水幕,每道水幕的喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。
   3、上、下两巷煤尘冲刷
   对工作面回风巷和进风巷每班冲刷一次,防止煤尘积聚。
   4、工作面爆破喷雾;爆破前后洒水降尘。
   5、放煤口洒水降尘。
   6、工作面煤壁进行短钻孔注水。
   7、在工作面回风巷进行长钻孔煤层注水。
   8、在3109工作面回风巷、运输巷距离开切眼40米处的地方分别安置了供水施救装置。
第四节 排水系统
   在工作面回风巷及运输巷道低洼积水处安设排水泵将积水排至工作面外平巷水沟内,积水通过水沟流至西翼上山采区轨道上山,再通过上山水沟下流至底部车场水沟,外流到大巷水沟。
 第五节 压风系统
   -350运输大巷、西翼轨道上山用4吋钢管把压风送到工作面进、回风巷入口,工作面进回风巷用2吋钢管把压风送至工作面上下超前支护地点。在工作面运输巷和回风巷分别设置一路1寸压风管路接至工作面。在3109工作面回风巷、运输巷距离开切眼40米处的地方分别安置了压风截阀。
 第六节 通讯系统
   在工作面回风巷及运输巷距工作面20米的地点各设置一个能与调度室直拨的电话,以保持工作面与调度室信息畅通。
第七节 通风系统及风量计算
   一、风量计算
   根据2011年瓦斯鉴定结果,矿井采煤工作面瓦斯涌出量为:QCH4=0.33m3/min,Qco2=0.53m3/min;依据《山东金阳矿业集团有限公司生产矿井风量计算细则》计算采面需风量,并取其中最大值作为采面风量:
   1、按气象条件计算: Qcf = 60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
   =42×1.1×6.29×1.2×0.9=314 m3/min
   式中:
   Vcf—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表1中选取 m/s
 Scf—采煤工作面的平均有效面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算 m2
KCh—采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2
KCl—采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3
   70%—有效通风断面系数
   60—为单位换算产生的系数
   表1 采煤工作面进风流气温与对应风速调整系数

  根据以上风量计算,满足所有条件的采面风量为314 m 3∕min。

  2、按照瓦斯涌出量计算:Qcf=100 ×Qcg ×Kcg

  =100×0.33×1.4=46.2 m3/min

  式中:

  qcg —采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量 m3/min

  KCg —采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数

  3、按照二氧化碳涌出量计算:

  Qcf=67 ×qcc ×Kcc=67×0.53×1.2=42.6 m3/min

  式中:

  qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min

  Kcc —采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数

  4、按炸药量计算:

  Qcf≥10Acf=10×6.75=67.5 m3/min

  式中:

  Acf—采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量 kg

  5、按工作人数计算

  Qcf≥4Ncf=4×34=136 m3/min

  式中:

  4—每人需风量 m3/min

  NCf—采煤工作面同时工作的最多人数 34人

  6、按风速验算:

  a) 验算最小风量:Qcf≥60×0.25Scb,

  S cb=L cb ×h cf ×70% =3.26×2.2×0.7=5.02

  式中:

  Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积 m2

  lcb—采煤工作面最大控顶距 m

  hcf—采煤工作面实际采高 m

  Qcf =60×0.25×5.02=75.3 m3/min

  b)验算最大风量:Qcf≤60×4.0Scs,

  S cs=L cs ×h cf ×70% =2.46×2.2×0.7=3.78

  式中:

  Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积 m2

  lcs—采煤工作面最小控顶距 m

  Qcf≤60×4.0×3.78=907.2 m3/min

  通过验算可知:75.3<314<907.2在风速允许范围以内.

  根据上述计算和验算,3109采煤工作面选取风量为314m3/min。

  二、通风路线

  主井→井底车场→-350运输大巷→2号煤仓联络巷→西翼运输上山→3109运输巷→工作面→3109回风巷→矿井总回。

  第八节 瓦斯防治

  一、瓦斯检查

  1、工作面设瓦斯检查员对工作面瓦斯进行巡检,每隔3~5小时检查一次,每班至少检查两次。

  2、瓦斯检查点分别设在:⑴工作面上隅角;⑵工作面回风流。

  3、工作面风流、工作面上隅角瓦斯检查牌板设在距工作面煤壁线20米内的回风巷道中。

  4、回风流牌板设在回风顺槽门口10~15米,检查结果及时上报或填写,当出现异常情况时,必须及时向调度室汇报。

  5、回采巷道中如果有高冒区(冒顶高度1.5米以上)时,在高冒区应设置瓦斯检查点,并预先设置束管,瓦斯员要通过束管对高冒区的瓦斯浓度进行检查,一班至少一检。

  6、回风流中使用的机电设备地点的瓦斯检查工作,由施工责任单位负责,利用便携式瓦斯检测仪每天至少检查一次机电设备周围的瓦斯浓度,并将检查日期、瓦斯浓度、检查人姓名填写在记录本上,每次因维修需要打开机电设备时,必须首先检查设备周围风流中的瓦斯浓度,只有低于1%时,方可作业,并将检查日期、瓦斯浓度、检查人姓名填写在记录本上。

  7、必须严格执行“三对口”制度,即井下记录牌、检查手册、瓦斯台帐三对口,要做到检查数据准确、齐全,上报及时。通风(瓦斯)调度日报、一通三防调度日报表等每日上报矿长、总工程师审阅。

  8、瓦斯员要注意检查采煤面电机处等死角地点的瓦斯浓度情况;检查栅栏处时,瓦斯员不得进入栅栏以内检查,只能检查靠近栅栏处上方;密闭处检查时,要检查墙前观测孔;检查峒室时,要检查峒室里端靠近回风处。检查上述地点时,要密切注意一氧化碳浓度和温度,发现意外情况,要立即向矿调度室汇报。

  9、检查路线要严格按照指定路线进行,在井下指定地点交接班,并有记录可查;无空班漏检、无虚报瓦斯现象出现。

  (二)监测监控仪器的配备和使用

  1、采煤工作面上隅角回风流距离开采线≤10米处必须安设甲烷断电装置,甲烷传感器瓦斯报警浓度T1≥0.8%CH4;瓦斯断电浓度T1≥1.5%CH4,断电范围:工作面巷道内全部非本质安全型电器设备,复电浓度T1<0.8%CH4。

  2、在回风顺槽距回风口10~15m处安设甲烷断电仪,甲烷传感器瓦斯报警浓度T2≥0.8%CH4;瓦斯断电浓度T2≥1.0%CH4,断电范围:工作面巷道内全部非本质安全型电器设备,复电浓度T2<0.8%CH4。回风巷泵站前≤10米处必须安设甲烷断电装置,甲烷传感器瓦斯报警浓度T1≥0.5%CH4;瓦斯断电浓度T1≥0.5%CH4,断电范围:工作面巷道内全部非本质安全型电器设备,复电浓度T1<0.5%CH4

  3、采煤工作面必须安设甲烷断电装置,甲烷传感器的电源安设在所有电器设备的闭锁开关电源侧,实现瓦斯电闭锁。甲烷传感器瓦斯报警浓度T1≥0.8%CH4;瓦斯断电浓度T1≥1.0%CH4,断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备,复电浓度T1<0.8%CH4。

  4、一氧化碳传感器报警点T≥24PPm;温度传感器报警点T>26℃;瓦斯(一氧化碳、温度)传感器应垂直悬挂,距顶板≤300mm,距巷道帮≥200mm。传感器每10天标校一次。所有的监测数据必须通过监测电缆传输到地面监控室。

  5、瓦斯传感器标校牌板应设在传感器的下方,并随传感器及时前移。每次的标校数据要填写准确。

  6、工作面设备负荷侧应设置馈电状态传感器。

  (三)有毒有害气体检查仪器的配备和使用

  1、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工下井时,必须携带便携式甲烷检测仪。瓦斯检查工必须携带便携式光学式甲烷检测仪,安全监测工必须携带便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪。通风专业技术人员下井必须便携式甲烷-氧气两用检测仪,随时检查井下各地点的气体情况,发现问题,及时汇报、处理。

  2、爆破工在工作面进行爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪;爆破作业过程中当报警(甲烷报警点为0.8%)时,停止装放炮,同时汇报调度室进行处理。

  3、当班班组长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,并把报警仪悬挂在工作面回风隅角的巷道侧,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm;当报警时,必须停止工作,同时汇报调度室进行处理。

  4、流动电钳工下井时,必须携带便携式甲烷报警仪,在担负机电维修工作时,必须检查工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修,并汇报调度室进行处理。

  5、安监员下井时,必须携带便携式甲烷报警仪,负责“一炮三检”及“三人连锁”爆破工作。

  第九节 防灭火系统

  一、预测预报系统

  利用束管监测系统,进行预测预报工作。

  ⑴在工作面上隅角设一个束管采样头,每天对该处气体成分进行连续监测;每天对工作面回风隅角进行人工取样色谱分析

  ⑵每天对束管监测数据和人工取样色谱分析结果进行分析,发现有芳香碳氢化合物或CO浓度超过0.0024%并增加较快时,及时采取相应措施。

  ⑶瓦斯检查员每班对工作面的回风隅角和回风流,用CO检测仪至少检查一次CO浓度;对高冒区等易发火地点,必须进行人工取样化验分析。

  ⑷束管要做到吊挂平直,不漏气。

  二、综合防灭火措施

  1、喷洒阻化剂防火

  3109工作面推采过程中及停采后,对工作面运输巷放顶线、停采线及工作面后喷洒凝胶阻化剂防火。停采线及面后的遗煤必须喷洒严密。

  2、停采线注浆:

  3109采面推进至停采线,该工作面所有电气、机械设备,采煤系统撤离完毕,在停采线处重新敷设一路φ100(或50)mm钢管,出口处钢管要留设2个以上三通阀门,并用金属网等物挡好,防止顶板跨落压坏。在上、下顺槽建筑两道密闭墙,密闭墙靠近上部预留注浆孔进行注浆,当注到注浆管的浆液不流动时,停止注浆,打开放水管阀门放水,再进行注浆。

  3、工作面进风隅角设全断面挡风帘,减少向采空区漏风。

  三、在3109工作面进风巷与回风巷的指定位置,按照设计尺寸砌筑好防火墙。

  第十节 安全监控系统

  矿井装备了KJ76N型安全监控系统。

  一、传感器的设置

  1、甲烷传感器的设置

  甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围见表七

  2、一氧化碳传感器的设置

  本矿所采煤层具有自然发火倾向,在回采工作面回风巷设置一氧化碳传感器。一氧化碳传感器应布置在风流稳定、一氧化碳等有害气体与新鲜空气混合均匀的位置(距回风口10-15m的地方)。一氧化碳传感器的报警值为0.0024%。

  一氧化碳传感器除用于环境监测外,还可用于自燃发火预测。自然发火可根据工作面每天一氧化碳平均值的增量来预测,若增量为正,则工作面具有自然发火的可能。

  表七

  3、温度传感器的设置

  温度传感器的设置地点及要求与一氧化碳传感器的设置相同。温度传感器的报警值为30℃。温度传感器除用于环境监测外,也可用于自燃发火预测。自然发火可根据工作面每天温度平均值的增量来预测,若增量为正,则工作面具有自然发火的可能。

  二、信号电缆和电源电缆的敷设

  安全监控设备间必须采用专用阻燃电缆,严禁与调度电话电缆或动力电缆共用。信号电缆和电源电缆敷设在动力电缆的另一侧,如果在同一侧时必须与动力电缆保持在0.3米以上的距离。

  三、安全监控设备的安装、使用和维护

  1、安全监控设备的供电电源必须取自被控开关的电源侧,严禁接在被控开关的负荷侧。

  2、安全监控设备的分站应设在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室内,安设时应垫支架,使其距巷道底板不小于300mm,或吊挂在巷道中。

  3、安全监控系统、甲烷风电闭锁装置、甲烷断电仪必须装备备用电池,当电网停电后,必须保证正常工作时间不小于2h。

  4、需要经常移动的传感器、断电器及电缆等安全监控设备,必须由每班班组长负责按规定移动,严禁擅自停用。

  5、安全监控仪器设备必须定期调试校正,每月至少一次。为保证甲烷超限断电和停风断电功能准确可靠,每隔7天必须对甲烷超限断电闭锁和甲烷风电闭锁功能进行测试。

  6、安全监控系统中心站值班员必须认真监视监视器所显示的各种信息,详细记录系统各部分的运行状态,负责打印监测日报表,报矿长和技术负责人审阅。接到报警后,值班员必须立即通知调度室。

  7、安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须采用人工监测等安全措施,并填写故障登记表。

  第十一节 供电系统

  一、供电情况

  3109采煤工作面设备分为两路供电,一路从二号变电所引出660v电源直供3109运输巷,给刮板运输机、信号综保等设备供电。另一路从二号变电所引出660v电源直供3109回风巷,给调度绞车、乳化泵站、回柱绞车、信号综保等设备供电。

  二、供电系统附表,供电系统图见图三。

  采煤工作面、上下顺槽机电设备负荷表 表八

  第十二节 矿压观测

  一、矿压观测内容

  工作面矿压观测的内容主要有:支架阻力观测,顺槽超前支护范围内单体液压支柱观测以上下两巷顶底板和两帮移近量观测。

  观察的结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征、工作面支架的受力情况特点、支架对顶煤的适应性和控制效果,超前支承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性分析,以便进一步了解煤岩体力学参数基础数据。

  二、观测方法

  1、工作面的矿压观测

  工作面投产前首先对支架进行编号,要求工作面设五个矿压观测区。工作面运输巷以上5m,回风巷下5m及采面中间各设一个观测区,工作面中部设三个测区,每班利用测压表进行观测,安全员监督,观测方法是对移架前和移架后的支柱进行观测,测压数据必须准确,并及时记录,上井后上报技术处。

  2、顺槽超前支护范围单体液压支柱阻力观察

  每班至少一次进行测压观察,观察数据上报技术科,发现不合格要求的支柱,必须及时进行二次注液或更换。

  3、支护质量观测

  每班由跟班区长进行质量验收,对存在的问题立即进行整改,当班整改不完,必须向下一班交代清楚,由下一班进行整改,必须达到合格才准下一班生产。

  观察的内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距,采高及端面顶板冒落情况,上下出口支护质量,两顺槽单体支柱,超前支护质量等。

  4、观察时间要求

  ⑴工作面:观察从工作面投产至工作面收尾。

  ⑵顺槽:观察至工作面收尾。

  ⑶支护质量观测:整个生产期间。

  第十三节 避灾路线

  所有施工人员必须熟悉工作面避灾路线,当工作面发生水、火、瓦斯、煤尘及顶板事故时,所有人员要在管理人员的统一指挥下,按规程中规定的避灾路线迅速撤至安全地点。

  一、发生火灾、有害气体、瓦斯煤尘爆炸时的避灾路线

  工作面→3109运输巷→西翼皮带上山→2号煤仓联络巷→-350运输大巷→主井→地面。

  二、发生水灾时的避灾路线

  工作面→3109回风巷→矿井总回风巷→风井→地面。

  三、冒顶事故的避灾路线
 

  3108工作面对应的地面位置为农田,不存在“三下”开采问题,无须报批。

  第十章 安全技术措施

  第一节 通风、综合防尘、防治瓦斯措施

  一、通风管理措施

  1、工作面选用易于管理、减少采空区漏风的“U”型通风方式。

  2、根据采煤工作面风量计算实施细则的规定计算工作面风量,并严格按照采面配风量配风,禁止任意增大或减少采面配风量。

  3、各地点的通风设施有专人管理,以保证工作面风流稳定。

  4、加强工作面进、回风巷道维修,特别是工作面上、下安全出口超前支护段的巷道维修,确保工作面有效的通风断面。

  5、工作面收尾撤架期间,必须用支设一梁三柱做临时支护,以保持工作面全风压通风。

  6、按规程规定严格瓦斯检查制度。瓦斯浓度超限时,立即采取相应措施,并撤出所有受威胁地点的人员。

  7、在采煤工作面回风巷指定位置设置瓦斯断电仪。在采煤工作面上隅角设置束管监测系统,以加强对采煤工作面有害气体的监测。

  8、采掘工作面进行爆破作业时严格执行“一炮三检制”和“三人联锁爆破制”。

  9、爆破作业严格按爆破说明书进行。炮眼封孔应用不燃性材料封孔。

  10、井下供电应做到“三无、四有、两齐、三全”。

  11、加强采掘工作面电气设备管理,杜绝电气设备失爆。所有电气设备不得带电检修和搬迁。

  二、综合防尘措施

  1、采用湿式打眼,放炮使用水炮泥。

  2、放炮前后,对煤壁、控顶距之内的底板及采空冒落部分进行洒水降尘。攉煤前,对放炮崩落的煤洒水一遍。

  3、工作面每一个放煤口处,必须安设喷雾洒水装置,并能正常使用,放煤时自动洒水。

  4、运输机各转载点安设喷雾洒水装置,坚持正常使用。

  5、在运输巷和回风巷中距工作面煤壁30m处安设第一道水幕,由此向外,每隔100米安设一道水幕,每道水幕的喷头不少于5个,且雾化良好,覆盖全断面。

  6、运输巷和回风巷每50m设一截阀。回风巷每班冲刷一次,运输巷每天冲刷一次。

  7、加强通风管理控制工作面风速在允许范围内,不小于0.25m/s,不大于4m/s。

  8、支架后部采空区侧必须装备喷雾装置,不喷雾严禁移架或放煤。

  9、按照采区配风量合理配风,禁止任意增大或减少各用风地点的风量。

  10、采区建立完善的防尘供水系统,防尘供水管路上的三通阀门设置和水压、水量必须符合作业规程要求,并设专人负责管理。

  11、采掘工作面应采取湿式打眼、水炮泥定炮、爆破前后洒水、爆破喷雾、出煤矸前洒水、净化风流等综合防尘措施。

  12、采煤工作面的进、回风巷,掘进巷道每班要洒水降尘一次。对上述巷道内的浮尘每天要清扫一次。

  13、采区煤仓应保持一定量的存煤,不得放空。

  14、在工作面回风巷坚持长壁动压注水;每班作业前必须对工作面进行短壁静压注水。

  三、防治瓦斯措施

  (一)瓦斯燃烧、爆炸事故的预防措施

  1、合理安排生产计划,优化通风设计,杜绝不合理串联通风。

  2、回采工作面的风量必须符合《作业规程》规定,风速必须符合《煤矿安全规程》要求。

  3、停电、停风后需恢复通风或排放瓦斯时,必须制定切实可行的安全技术措施,并严格执行。

  4、加强瓦斯检查,如发现瓦斯异常区,要加强瓦斯异常区的通风管理工作。

  5、加强工作面回风隅角的通风管理。

  6、工作面进风隅角必须设全断面挡风帘,以减少向采空区漏风。

  7、必须严格执行“一炮三检”的瓦斯检查制度,严格执行“三人连锁”的放炮制度

  8、瓦斯检查手册、牌板、报表做到“三对口”,严禁空班、漏检和假检。

  9、工作面安全监控系统中的瓦斯、一氧化碳等传感器按规定位置进行安设,达到监控有效。

  10、采煤工作面回采结束后,必须在45天内进行永久性密闭。

  (二)防止引燃引爆瓦斯的措施:

  1、下井人员严禁穿化纤衣服。

  2、井下严禁使用灯泡取暖。

  3、矿灯应完好,否则不得发出,严禁在井下拆卸、敲打撞击灯头。

  4、井下供电必须使用检漏继电器。

  5、加强电气设备的维护和管理,确保电气设备性能完好,运转不产生火花。

  6、禁止井下带电检修和带电挪移电气设备。电气设备检修及复电都必须按规定进行瓦斯检查,否则严禁进行检修与复电。

  7、在启动电动机等电气设备之前,必须在其附近20m范围内检查瓦斯,若瓦斯浓度超过规定不准启动。

  8、井下供电要做到“三无”(无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头);“四有”(有过流和漏电保护、有螺丝和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置);“两齐”(电缆悬挂整齐、机电硐室清洁整齐);“三全”(防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全)。

  9、工作面必须使用煤矿许用炸药和瞬发或毫秒延期电雷管(1~5段,最后一段延期时间不超过130ms),必须采用正向装药和一次装药一次起爆。

  10、所有作业都必须采取切实可行的防止产生静电火花的措施。

  (三)隔绝瓦斯、煤尘爆炸的措施

  隔爆设施:在运输巷和回风巷内距工作面60-200 m处各安设一组隔爆水袋。隔爆水袋的数量、容量及水量必须符合规程要求。隔爆设施要有专人管理,确保水量符合要求并做到经常清刷。

  第二节 防治煤层自然发火措施

  一、预防工作面自然发火措施

  1、加强技术基础管理、减少自然发火的发生

  1)在上下相邻的进、回风巷之间尽量杜绝或减少掘进联络眼。对冒顶区必须处理,接顶要实。

  2)工作面按后退式顺序开采。

  3)采区联络巷风门和工作面进回风巷间的风门,质量可靠并进行连锁,以防止漏风量大。

  4)及时封闭采空区和废弃的巷道,采用“两墙加一土”的封闭形式,并对封闭墙进行注浆或注MEA封堵剂。

  5)均压防灭火:通过设置均压风门调整风流系统,改变井下巷道中空气压力的分布状态,尽可能减少或消除进回风巷两端的压差,抑制自然发火的目的。均压风门应及时前移。

  2、对采煤工作面自然发火的预防,可采取以下措施:

  1)加强通风检查和气体检测工作,做到有问题早发现早处理。工作面风流保持稳定,工作面配风量达到设计风量。

  2)工作面正常回采时,上下出口断面保证不低于4.68m2,下端头最好能超前一米,以提高静压,降低速压减少老塘供风。每隔15-20米用封堵剂封堵原运输巷道及附近空间。自运输巷向上每隔2米在老塘侧上部设置一个注浆管压注封堵剂。

  3)上下两巷靠近工作面的部位受采动影响破碎的煤体用风煤钻打眼,利用短钻孔压注阻化剂,湿润煤体。上下顺槽要保持巷道完好,维修及时,减少杂物堆积。巷道内防尘设施正常使用,定期进行洒水,降低工作面的温度,使热量不易积聚。

  4)工作面初采前,先对切眼及两帮受采动影响破坏的煤体压注阻化剂。

  5)工作面初采后,切顶线跨越开切线一段距离后,对开切线附近的遗煤压注阻化剂。

  6)工作面正常推采时,在工作面下隅角附近进行雾化,使阻化雾飘移至采空区松散的浮煤及煤隙中。同时对采面整体进行雾化。

  7)提高煤炭回收率,及时清理浮煤,减少浮煤堆积。

  8)准备好两套调节风门及物料,以备有火情时调风使用。

  9)采煤工作面采到停采线时,采取措施使顶板冒落严实;采煤工作面回采结束后,要及时封闭,并对密闭墙进行注浆处理。

  10) 工作面月推进度不得低于计划月推进度。

  3、巷道内自然发火的预防,可采取以下措施:

  ①加强通风管理,不出现微风或无风巷道,巷道内经常洒水,定期喷洒阻化剂。

  ②煤岩交接处、断层附近、高冒区必须喷浆、压阻化剂或注胶进行封闭。改进施工方法和巷道支护参数,减少煤体切割和煤柱丢失。

  ③巷道高冒区、断层附近施工不得使用木支架,四周凡见煤处必须压注阻化剂或喷浆。

  ④加强巷道施工质量管理,尽量减少片帮冒顶现象的发生,对冒顶区处理规范,严禁不处理。

  ⑤加强对盲巷的管理,对盲巷、旧巷要即使封闭,封闭后要对密闭墙进行注浆处理。

  ⑥对巷道局部冒顶内的高温点采用注凝胶、注水和注MEA的方法予以封堵。

  二、自然发火的处理(阻化剂防灭火)

  一)阻化剂防灭火的方式

  向采空区喷洒阻化液或阻化剂雾。

  二)阻化剂的选择及参数

  1、阻化剂的选择

  根据阻化率高、防火效果好、生产量大、货源充足、贮存方便、价格便宜、对人体、机电设备无腐蚀性的原则,特选择MgCl2·6H2O作为阻化剂。

  2、阻化剂的参数

  阻化液的浓度:阻化液的浓度决定防火效果,同时影响吨煤成本,所以阻化液的浓度控制在15-20%之间,可取20%。

  3、阻化剂喷洒周期

  工作面喷洒阻化剂在每班下半班喷洒四个小时。

  三)喷洒工艺

  用两个桶代替溶液池,一个工作,另一个配液,通过液化系统胶管送到工作面,然后用喷枪向采空区喷洒。

  用液压泵沿高压管将阻化液输送到雾化发生器,出口安有压力计以控制输送压力,装在工作面下出口的雾化发生器,在高压(3Mpa)作用下将阻化液喷出,溶液的85%被分散成为直径30µm的雾粒,并由风流带向采空区内,阻化液消耗量为24L/min。

  第三节 防治水措施

  1、该工作面水文地质条件简单, 所采煤层及顶、底板均不含水,所揭露断层不含水也不导水,采面周围无采空区积水,3109工作面回采无水害威胁。

  2、工作面两顺槽低洼处设置临时水窝,安设排水能力不低于65m3/h水泵,并且保证水泵、开关、管路随时处于完好状态,一旦有积水及时排出。

  第四节 预防煤壁片帮措施

  1、加强打眼、定炮、放炮质量,确保采高在2.0-2.2m,煤壁成一条直线,严禁超挖或欠挖。

  2、放炮后,如顶板或煤壁破碎采用镐刨煤壁,及时铺联网伸出前探梁,自上而下逐架进行,片帮处支设贴邦点柱,贴帮柱必须带帽,紧靠煤壁。

  3、人员进入炮道施工,必须保证在铺网伸前探梁工作全部结束后进行。

  4、前探梁伸不出时,在煤壁前支临时柱,确保施工人员安全。

  5、在煤帮侧作业时,必须从上而下敲帮问顶不少于一次,确保无悬矸、伪顶、松散煤体。

  6、当开帮超过规定或煤壁子煤层破碎时,支设贴帮柱或增加走向抬棚加强支护。

  7、工作面及时移架,减小控顶面积,移架后禁止人员进入炮道内行走或停留。

  8、严格执行先支后回制度,严禁空顶作业。

  7、要准备足够数量的道木、板棚、板子等物料,以备在冒顶区域装顶时使用。

  第五节 工作面初采和收尾措施

  一、工作面初采措施

  1、工作面推采时铺设刮板运输机,机头、机尾必须打好压柱,支柱必须迎山有力,无压柱严禁起动运输机。

  2、工作面上下端头支护,必须成对使用,交错迈步前移,每对长钢梁间距不大于70cm,每对长钢梁两根间距不大于10cm。上下两巷的超前支护上下两帮各不低于20m。

  3、开始采煤时把采面上支设的支柱全部进行二次注液,并用测压表检测支柱压力,

  采面及上下出口处支柱初撑力不低于12MPa,超前支柱初撑力不低于50KN 。

  4、移架前,发现有变形的支架必须整改后,方可移架。

  5、分段移架时,移架间距不小于15米,且下方须有防煤矸下滑的挡板以防煤矸大块下滑伤人,为防止移架时支架下滑,支架移到位后,挂好防倒链。

  6、根据本矿开采经验和顶板岩性,工作面顶煤和顶板能够随采随冒,如出现悬顶时,禁止放顶煤。

  7、工作面使用的防倒链都必须齐全,牢固可靠。

  8、在移架过程中必须严格执行二次注液制度,支柱必须刨出柱窝,支柱要纵横向上都必须有足够的迎山角,以确保支柱迎山有力。

  9、因顶板破碎、局部空顶时,必须用木料把顶装实,杜绝空顶,煤壁片帮时可支设贴帮点柱,支柱之上用木板接实顶板。

  10、及时调整架距,架距不大于1.2米。

  11、工作面初采时,采高应控制在2.0-2.2米,及时进行二次注液,使支架始终保持足够的支撑力。

  12、严格工程质量验收制度,每班必须两次测压,测压数据必须准确,采面及上下出口处支柱初撑力不低于12MPa,超前支柱初撑力不低于50KN(6.5MPa)。

  13、工作面所有工作人员如发现矿山压力剧烈显现,如顶板严重下沉,煤壁片帮,支柱变形严重,煤壁侧严重切顶,应立即撤出人员,待顶板稳定后,再进行处理。

  14、如工作面煤层较破碎,煤层完整性差,易发生煤壁片帮倒架等情况时,工作面使用的各种防倒架设施如联锁抬棚、支撑斜柱、抬棚等必须使用齐全牢固后,方可推采。

  15、柱梁管理员每班要认真检查支架上零部件是否齐全,发现缺件必须当班配齐,支柱与支架之间的联结小钢丝绳发现断缺时,必须及时更换补齐。

  16、为防止支柱倾倒,所有使用的支柱都有必须拴好防倒绳以防倒柱伤人,漏液支柱必须及时更换外运,必须加强联网质量,放煤口必须用金属网及时补网连牢,防止大块煤矸外溢,提高煤质量,降低含矸率。

  17、开帮放炮前必须先对放炮区域内的所有支柱进行二次注液,不注液或注液达不到要求时严禁放炮,放炮后及时伸前探梁,端头支护及时前移。

  18、初采时,根据顶板情况和支架支护质量,工作面每次爆破长度不超5米。

  二、工作面收尾措施:

  1、工作面移最后一峒时必须拉通线把支柱移直。

  2、工作面停采时,煤壁要采直。停止移架前,要保证老塘无悬顶,如果有悬顶,应提前放顶,确保老塘顶板落实,否则不得撤面。

  3、采完最后一峒,不再进行移架工序,将前探梁伸出并与顶接实。若顶板条件不好,出现片帮、冒顶,要沿工作面每隔壁2-3米支一棵带帽贴帮柱,及时穿顶。若片帮、冒顶严重,要适当增加贴帮柱或在架间增设抬棚加强支护。

  4、撤面前,必须对进风巷、回风巷以及上下安全出口进行检查、维护;清净浮煤及杂料,确保退路安全畅通。撤面所用的管线要吊挂整齐,不得妨碍行人运料。

  5、撤面前,要备足所需的各种物料、工具、如半圆木、圆木、手锤、撬棍、铰剪、铁丝等。

  6、撤面时,必须保持全风压通风。

  第六节 顶板管理措施

  一、正常时期的顶板管理

  (一)一般管理规定

  1、使用悬移支架开采的工作面必须遵守《煤矿安全规程》、《煤炭工业技术政策》等有关规定。

  2、初采时,应及时放煤。对顶煤和顶板不能及时冒落的煤层,必须采取超前预裂爆破的方法预先松动顶板和顶煤。

  3、在预计老顶初次来压前夕,应少放煤或停止放煤,初次来压过后恢复正常放煤。

  4、工作面遇断层或顶煤节理发育顶煤松散时,工作面应控制装药量,设计合理的炮眼布置方式和一次爆破的炮眼数,尽可能减少对顶煤震动。移架时尽可能缩小端面距,必要时顶眼不爆破采用掏梁窝的方式移架。

  5、工作面爆破前必须加强工作面支扩质量,爆破前、爆破后、放煤前后及时对支柱进行二次注液。

  6、工作面必须专人负责监测工作面支柱初撑力为主的支护质量和顶板动态监测工作。

  7、工作面严禁反向开采。

  8、为提高采面煤炭回收率,放煤步距确定为0.8米,不得任意增大或减小放煤步距。

  9、放煤方式采用多轮不等量低位放煤法,工作面上下端头处严禁放煤,严禁在支架顶部放煤。

  10、工作面倾角按由上往下的放煤顺序。

  11、分段移架的间距不得少于15米。移架与攉煤、打眼的距离不得少于15米。移架与放顶煤的距离不得少于15米。打眼、移架、攉煤、放顶煤的距离不得少于15米。移架地点以上10米,以下15米范围内,打眼和移架不准平行作业。

  12、工作面上、下端头非悬移支架支护的地点方不得放顶煤。

  13、工作面煤壁、刮板输送机和支架必须保持直线。支架必须牢固可靠;支架间的防倒链必须挂牢,并确保有效。

  14、支架必须与顶板平行,且支架与顶板接实;顶板破碎时必须制定安全措施进行超前处理,确保悬移支架正常前移,接顶严实。

  15、工作面软底或留底煤地段,支柱必须穿鞋,确保支柱不钻底。

  16、工作面落煤后必须及时支护顶板,防止炮道空顶;端面距不得超过规定,超过规定或发生冒顶、片帮时,必须停止采煤,处理后再继续采煤。

  17、支柱最大支护高度应不大于2.2米,最小支护高度不应小于1.8米,不得超高支设。

  18、当煤壁节理裂隙发育、遇构造、周期来压造成煤壁片帮时,必须按规定支设贴帮柱,以防止片帮。

  19、工作面上、下两巷,端头支护范围内严禁放顶煤。

  20、放煤过程中若发现支架不稳、支架顶部空虚、顶板来压时,必须立即停止放煤。

  21、大快煤矸卡住放煤口时,严禁采用爆破的方式处理,应用大锤砸碎;放煤口见矸时必须及时关闭,不得大量下放矸石。

  22、严格控制采放比,严禁在控顶范围内放顶煤,采空区出现悬顶时严禁放顶煤。

  23、工作面落煤前后及放煤前后必须对支架进行二次注液,确保支柱初撑力达到设计要求。

  二、特殊时期的顶板管理

  (一)初次来压、周期来压时的顶板管理

  1、根据我矿开采相邻同煤层工作面所观测的经验数据初次来压步距为15-20m,周期来压步距为8-10m。

  2、初次来压、周期来压期间要严格按工作面支架布置图支护顶板,要严格控制采高不得大于2.2m,泵站压力不得低于20MPa,支柱的初撑力不小于12MPa。坚持二次注液制度,卸载的支柱要必须立即更换。

  3、加快工作面的推进速度,保持煤壁直并且完整。若片帮、冒顶严重,必须及时支设贴帮柱。

  4、工作面初次放顶期间,以安全矿长组成的初放领导小组要针对性本工作面的特点提出相应的对策,井下生产处室要现场跟班指挥作业,及时处理来压期间出现的意外情况。

  5、沿工作面倾斜方向,靠支架中柱处加支一排抬棚,用单体液压支柱和铰接顶梁从上到下全部铰接,使工作面形成一体。

  6、加强测压和二次注液,及时整改变形支架,及时更换损坏的支柱和架体上的部件。

  (二)过断层及顶板破碎时的顶板管理

  1、本工作面在回采过程中,会遇到落差小于煤厚的断层,回采时可适当挑顶或破底,或调面与断层斜交而过。

  2、工作面由上盘推至下盘时,要加大上盘控顶区的控顶强度。

  3、接近断层或构造带时,严格控制顶眼的位置、角度及装药量,尽量减少对顶板的震动。

  4、断层落差较大时(超过5 m或一个煤厚),用探巷探明其范围,沿断层另开切眼。

  5、根据断层顶底变化情况和压力以及断层位置的顶板破碎情况,适当缩小架距至1m,支柱必须迎山有力。

  6、架间增设支柱,同时增设特殊支护,如带帽贴帮柱、抬棚等。

  7、当工作面压力变大,支架变形时,要及时支设单体斜撑柱。

  第七节 高温热害防治措施

  1、工作面、运输巷及回风巷每班必须洒一次水。

  2、不得随意减小工作面风量。

  3、采区及工作面联络巷风门关闭要严密,漏风不得超过规定。

  4、工作面回采巷道内物料存放不得影响工作面通风,以免减小工作面风量。

  第八节 机电、运输管理措施

  一、电气维修

  1、所有电工要熟悉掌握电气设备使用性能和一般维护技术,严格执行《煤矿安全规程》中的有关电气部分的规定。

  2、电气维修必须按照《煤矿安全操作规程》作业,严格停送电制度,坚持停电挂牌,或专人看管,谁停电谁送电。

  3、所有电气保护灵敏可靠,不准随意撤除不用,当保护不灵时,应停电处理,处理不好不准强行送电。

  4、要定期检查设备的防爆性能、绝缘保护性能,对不符合要求的设备、配件及时更换。

  5、设备的整定值必须符合要求,不得擅自更改。

  6、移动电气设备时,必须停电,严禁带电作业。

  7、皮带机和电气保护实验,按规定日期做好记录。

  8、更换电机等设备时要对轴头、结合面、电缆等进行保护。

  二、刮板输送机管理

  1、开机前,应首先检查确认传动装置附近无杂物、管线吊挂整齐、各种螺丝齐全紧固、盖板完整、油量适当、冷却系统良好、信号齐全清楚、闭锁灵敏。机头机尾用压柱牢固牢固可靠。

  2、起动后,要注意观察其运行状态,观察其运行是否平稳,声音是否正常,运输机的链子、刮板连接环、等要求完好不缺,牢固可靠。

  3、运行时,司机不得离开岗位,若要离开必须停机闭锁。

  4、电机和减速箱的通风和冷却系统要保持良好,电机减速箱工作温度不得超过75°C。

  5、运行中的设备严禁人员跨越。人员在内作业时应停机闭锁并派专人看管。

  6、运输机或胶带输送机一般不得重载停车,有大块煤、矸影响运输时,应停机进行处理。

  7、人员在检查、维修前部运输机时,应首先将护帮板打紧,并用长把工具敲帮问顶,以防片帮伤人。若顶帮破碎要采取临时支护措施。

  8、处理运输机事故或更换设备时,要执行停电挂牌制度。维修检查运输机底链时,一定要用木墩垫牢溜槽后方可让人员进入拾链。

  三、推移刮板输送机安全措施

  1、工作面前部刮板输送机采用单体液压支柱顶移,后部刮板输送机采用回柱器拉移,推移顺序可自上而下,也可自下而上。

  2、推移前,被移刮板输送机和顺槽内最后一部刮板输送机必须停电闭锁并挂“有人工作,严禁送电”牌,把浮煤清净,撤出推移段煤帮侧的所有人员;移动机头机尾要拆除附近支柱时,必须在附近支好临时支柱,确保安全。去掉机头机尾处的压柱后方可开始作业。

  3、拉移后部刮板输送机前将回柱器钩头钩在溜槽上,另一头用链条和联接环固定在正前方支架前排支柱上,确保牢固可靠后进行操作。

  4、正常操作时,必须两人协同作业,操作人员要站在回柱器上下两侧,避开钩头受力方向,操作过程中要注意观察钩头、固定点和钢丝绳的牢固情况,发现异常要立即停止进行处理。

  5、顶移前部刮板输送机时将液压支柱前端顶在溜槽的凹处,后端顶在支架后排支柱上,然后一人扶好支柱,另一人把注液枪插入注液阀内顶移溜槽至规定位置。

  6、前后部刮板输送机不得同时推移。推移一部时,分段间隔的距离不小于10米,弯曲段长度不少于15米。

  7、移完后,要把机头机尾处的压柱补齐打牢,端头支柱符合规程规定。

  四、延长(或缩短)工作面机头、机尾安全措施

  1、延长(或缩短)机头机尾时,刮板输送机必须先停电闭锁,挂好“有人工作,严禁送电”牌,严格执行停送电制度。由持合格证的专职刮板输送机司机操作。

  2、延缩前,首先将机尾以上杂物及浮煤全部清理干净,浮煤要清到硬底,顶动推移机头、机尾时,使用单体支柱,施工人员避开单体崩滑可能伤及地点。

  3、掐接链子时,必须用专用紧链器,紧链器一端固定在机头向后的主链上。另一端分两侧固定在机头上,用撬棍拨动紧链轮直接紧链。司机要严格听从检修人员的指挥进行操作。紧链时人员不准站在链条受力的方向。人员必须离开机头、机尾,严禁在机头、机尾上部伸头察看。

  4、施工过程中,需改支柱时严格做到先支后改,确保施工地点支护完整可靠,严禁空顶作业。

  5、抬架溜槽、挡煤板等物件时,施工人员用力要协调一致,稳拿轻放,严禁乱扔乱放,现场必须有一名班组长负责指挥。

  五、回柱绞车管理

  开机前的准备事项

  1、检查绞车附近的顶帮、巷道位置是否支护完整牢固、安全,有无杂物堆积影响操作。

  2、检查绞车安装是否牢固,压柱、戗柱是否牢靠;钢丝绳在滚筒上固定是否牢固,排绳是否整齐,一个捻距内断丝面积是否超过原钢丝绳总断面面积10%。

  3、查电气设备是否摆设稳固适宜,操作方便。

  4、检查绞车设备各部件、螺栓、垫圈、护罩等是否齐全牢固,常用闸是否灵活,减速箱和轴承的油质是否合格,油量是否充足。

  5、检查信号装置是否灵敏、可靠。

  (二)运行中的注意事项

  1、先进行2-3次的正反车试转,并与回柱工用信号联系,试验其准确性。

  2、集中精力,听取信号,按回柱信号进行开车、停车、倒车等操作。

  3、绞车司机必须听从回柱工的指挥,精力集中,密切注意钢丝绳运行方向,当发现钢丝绳运行方向有误时,应立即停车。

  4、回柱工始终要与回柱位置保持一定的安全距离,并避开钢丝绳受力方向。

  5、发现卡绳时,按以下要求操作:①在回柱工等人的协助下取出卡住的钢丝绳。②用撬棍或其它工具剔拨撬起钢丝绳,必要时可辅以人力撩绳。③将钢丝绳拉展后,用绳头的大钩(或卡子)拴在牢固支柱上再开车,使卡住的钢丝绳松开。④开倒车处理卡绳时,如钢丝绳拉到绞车滚筒边绳子仍未松开,应停车,以免损坏,折断钢丝绳。

  ⑤开倒车处理卡绳事故时,现场其它人员都必须退到安全地点。

  ⑥回柱工作结束后,将钢丝绳全部缠在滚筒上,将开关把手打在断电位置,锁紧闭锁螺栓,切断电源。

  (四)收尾工作

  收拾好工具,向接班人、班组长汇报运转情况、出现的故障、存在的问题等。

  六、泵站管理

  1、启动泵站前,应首先进行检查,保证各部件无损伤、各连接螺丝紧固、润滑油位正常、液位适当、密封完好、乳化液配备合理、自动配比装置完好、各种保护齐全可靠、运转方向为正向。

  2、泵启动后,如有异常要立即停泵检查处理,严禁带病运转。

  3、当工作面管子破裂时,要立即停泵处理。开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5钞钟开泵。

  4、检修或更换泵的机械液压元件时,必须把开关的隔离手把打到零位,严禁带压操作。

  5、泵的供液压力不低于18MPa。严禁随意调整安全阀的整定值。

  6、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁泵箱敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱倒入乳化油。

  七、胶带输送机管理

  (一)开机前的注意事项

  1、检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂是否整齐,各种保护装置,信号闭锁系统应齐全灵敏可靠。

  2、检查清扫器的磨损情况,应确保清扫器清扫良好。

  3、皮带松紧要适当,接头良好,同一断面断裂不超过2×100mm。

  4、底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨划皮带。

  (二)运行中的注意事项

  1、开机前要发出起动信号,得到回点后方可起动。

  2、起动后,司机要注意各部运转声音情况,皮带运行要平稳。

  3、当出现跑偏或撕裂时,要及时停机处理。

  4、人员在调皮带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入运转的滚筒中。

  (三)停机

  1、避免重载停机。

  2、不得用水冲洗皮带机和溜煤眼上口。

  3、司机在离开岗位或检修皮带时必须停电闭锁。

  4、严禁人员乘坐皮带。严禁用皮带运送物料。

  5、人员在皮带上方作业时,要停电挂牌并闭锁。

  6、皮带紧张绞车将皮带紧张结束后,应把隔离开关打到零位。

  八、小绞车管理

  1、小绞车的安装必须合格,压柱齐全牢固,信号声光具备、灵敏可靠、声音清晰。

  2、巷道中的各种挡车装置按规定安装齐全、牢固可靠,必须坚持正常使用。

  3、斜巷必须根据斜巷坡度、长度的情况,变坡点和巷道起伏处装若干道地滚,防止底板磨损钢丝绳,地滚安装要平整、稳固,转动灵活。

  4、小绞车司机必须由经过专业培训,考试合格,取得操作资格证的人员担任并持证上岗。司机必须正规操作,严格执行操作规程和岗位责任制。

  5、每次操作前,小绞车司机必须将工作服扣好,袖口扎好,以保自身安全。首先要对绞车进行全面检查,检查绞车各部件是否齐全牢固,各压柱、戗柱是否有松动,绞车附近的顶板及支护是否安全牢固,检查钢丝绳是否合格,发现问题必须及时处理。经检查无问题,听到清晰、准确的信号后,首先打开红灯示警,然后方可开动绞车,信号辨别不清或有疑问时不准开车。启动困难时应查明原因,不准强行启动。

  6、开车前,司机精力要集中,接信号无误后并且在无曲绳的情况下方可开车,严禁一手开车,一手处理爬绳。小绞车处必须有足够的操作空间,司机必须站在护身板后进行操作,严禁站在绞车侧面或滚筒前面(出绳侧)进行操作。绞车在运行过程中,司机精力要集中,注意观察,手不离闸把,收到不明信号应立即停车查明原因。

  7、钢丝绳在滚筒上要排列整齐。绞车在运行过程中,司机要注意钢丝绳在滚筒上的缠绕情况及绞车各部运行情况,发现下列情况时必须立即停车,采取措施,待处理好后方可运行:

  (1)有异常响声、异味、异状。

  (2)钢丝绳有异常跳动,负载增大或突然松弛。

  (3)稳固支柱有松动现象。

  (4)有咬绳、爬绳现象。

  (5)电机有异常。

  (6)突然断电或有其他险情时。

  8、每台小绞车必须由司机、上、下把钩工三人操作。上下车时必须佩挂保险绳,提车或松车前,要先检查钩头连接装置,防脱装置是否可靠,无问题后方可进入信号室打点行车。

  9、下放料车时,司机要与把钩工配合好,随推车随放绳,禁止留有余绳,以免车过变坡点时突然加速绷断钢丝绳。上提料车时,车过变坡点后应停车准确,严禁过卷或停车不到位,严禁放飞车。

  10、严禁执行“行车不行人、行人不行车”制度。严禁超载、超挂、蹬钩、扒车。若有人上、下时,应提前与把钩工联系,并打停车信号停车。

  11、发生掉道时,严禁用小绞车硬拉复位,必须就地复轨。复轨时人员不得少于两人,矿车两侧不准有人,并互相叫应好,确保人身安全。

  第九节 工作面安装、回撤设备措施

  一、支架运送

  1、液压支架在搬运前,应用密封盖盖好注液口或用塑料包扎好注液口,以防进入脏杂物。必须将三用阀卸下,单独上、下井 。

  2、搬运液压缸时,应把活塞杆收回、拴牢。

  3、液压件在搬运中严禁摔砸,尤其是缸筒、活塞杆、活塞体、接头等关键件。

  4、为便于运输首先将悬移支架拆成两大部分,各种部件都必须安专人保存好,以免丢失。

  5、悬移支架从井上装运至井下,或在井下装车上井时应用铁丝栓牢,并在车头、尾处支设挡板加以稳定。

  6、在斜巷中采用人力运送支架时,人员必须相互配合,要防止撞倒支架。坡度较大有可能下滑时,加架前后端都必须拴好绳子,上坡时,架后不许有人,以免绳断下滑伤人;下坡时应拉紧留绳,以免速度过快伤人。

  二、支架安装

  1、必须派经验丰富的老工人安装悬移支架。

  2、各种管件和液压件安装前必须冲洗干净。

  3、先选好支架安装位置,检查煤壁是否影响安设,若受影响必须提前处理。

  4、安架时,必须使用专用安架升降器。首先在指定位置放置升降器,升降器必须放置牢固可靠,然后将支架放置到升降器上并固定牢靠,把主副架配件安装好后,开始启动升降器,升到预定高度后,立即支设主副前后柱并达到支柱初撑力,拴好连接钢丝绳。再把升降器回撤掉,然后补齐支架中柱。用同样的方法依次按由下向上的顺序安设完工作面全部支架。安装完工作面支架后,把工作面防倒抬棚支设齐全。

  5、安装悬移支架时,必须坚持由下而上的安架顺序,支架下方严禁站人、行人或做其它工作,以防支架下滑倾倒伤人。

  6、工作面上要运足一定数量的板材,发现空顶区域必须及时装实,保证支架初撑力达到规定压力。

  7、每一支架安设完毕后,新安架及上、下侧的支护必须进行检查,支柱必须保持迎山有力。

  二、支架拆除

  1、撤架前,首先要把支架升牢,支柱必须迎山有劲并把工作面浮煤清理干净,把靠采空区侧刮板输送机回撤掉。撤架前先拆掉尾梁,拆除前,必须用长铁丝把老塘侧撑坏或刮坏的网或原来未联好的网联结牢固,而后再拆除尾梁,拆除尾梁的过程中要严密监视采空区侧顶板情况,发现问题立即处理,对人员无威胁后再拆除尾梁。拆除的尾梁要及时运走。

  2、工作面撤除支架时要保持全风压通风。拆除支架前,在支架间支设5米临时支护,支护材料为3棵单体支柱加3棵铰接顶梁。把5米范围内的支架回撤完后,再在临时支护间支设木棚,木棚必须迎山有力,木棚段不得行人和运送物料,只担负通风作用,根据实际情况每5米在木棚段靠采空区侧打木垛,以保持工作面稳定。工作面撤除支架要按照先撤副架,后撤主架,自下而上的原则进行。

  3、撤架时必须用专用安架升降器。撤架前在要回撤支架的下方靠近支架支设一梁两柱,将主架与副架间的前后滑块拆开,使主架与副架分离。把支架中柱回撤掉,把升降器移到要回撤的支架下方,升起升降器,与支架紧密接触,把支架与升降器固定牢靠,然后用卸液手把插入支架前后支柱卸液阀中放液,放液时操作人员必须站在被撤支架上部支护完好的地方,迅速回撤掉前后支柱,然后启动升降器使升降器缓慢降下,待升降器降到最低位置后,解除主架与升降器的固定装置,人工调转架体,把主架移到工作面底板上,把主架与回柱绞车的钢丝绳连接牢固,用回柱绞车拉至工作面回风巷外运,然后再把副架回撤走,用两样的方法依次回撤采面的支架,直至把采面支架全部回撤完毕。

  4、配合撤架的人员,必须站在被撤支架外侧,支护完好的地方。撤架与回料不得平行作业。撤面期间,如发现支柱卸液,架体变形,煤壁片帮、冒顶等情况时,必须停止施工、及时汇报处理,确保安全后方可继续施工。

  5、撤架期间,派专人观察顶板及其它支架的变化情况,及时整改不迎山的支柱,发现异常,立即通知作业人员,停止施工,加强维护,确保无危险后方可继续施工。作业人员精力要集中,非撤架人员不得靠近撤架地点。要派专人负责清理退路,保证退路安全畅通。

  四、支架管理

  1、悬移支架必须进行编号管理,损坏时及时维修,确保使用合格的悬移支架。跑道弯曲、磨损变薄;前探梁变形,伸缩阻力大;滑块缺销子、老化;连接簧缺失;推进缸串液;注液管阀堵塞、破损,尾梁弯曲都必须及时维修更换,严重时更换支架。

  2、双体支柱必须无漏、卸液现象,支柱最大支设高度应不大于2.2 m最小支设高度应不小于1.8m,确保支柱有足够的支护强度。并且支柱与支架之间联接钢丝绳用马鞍螺丝紧牢。

  3、每班设专人管理与维护,损坏的支架及零部件及时更换,上井后填入记录台帐。

  第十节 其它措施

  一、工作面装顶措施

  1、装顶工作要由班长统一指挥。

  2、装顶前应首先敲帮问顶,人站在安全地点用长把工具处理完悬矸、危岩,要有专人监护,确定无掉顶危险后方可作业。

  3、采取临时支护措施,严禁空顶、空帮作业。

  4、装顶前应提前打好扶手,留好退路,装顶时要从冒顶的一端向另一端依次装顶,并派有顶板管理经验的工人监护顶板。

  5、装顶时不得操作或维修装顶的支架及相邻支架,人员不得在冒顶区下的溜子里行走或逗留。

  6、装顶应停止前、后溜工作并闭锁,并有专人看管闭锁。

  7、装顶用单体液压支柱时,应用葫芦或绳链生根,以防歪倒,并远距离供液。

  8、要专人操作支架,并与装顶人员协调一致,不得随意或误操作支架。

  二、两巷回柱措施

  1、回柱应先清理好退路,用回柱绞车或回柱器把柱子和钢棚回出,然后再撤顶梁,严禁人员进入老塘作业。

  2、上下两顺槽回料滞后不得超过两排,严禁超前回料。

  3、面前回柱时,不得跨在运转的转载机或站在运输机头尾上作业。回柱前应提前观察好顶板煤帮。

  4、回柱工人在支设抬棚时,应提前打紧所有水平销挂好防飞链,采取可靠的措施防止顶梁坠落。

  5、回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况,支柱受煤帮压力较大时,人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。

  6、回料时要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。

  7、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点。

  三、工作面防倒柱、防倒架措施

  (一)防倒柱措施

  1、单体支柱必须使用专用金属钩。专用金属钩必须挂在支柱上方的金属网上,以防倒柱。

  2、双体支柱必须用钢丝绳与支架联结。挂梁管理员每班必须认真检查双体支柱是否与支架联结,不联结的必须重新补好、补齐。

  (二)防倒架措施

  1、工作面配备两台支柱压力观测表,每班必须测二次(放炮前测一次,放炮后测一次),每次不得少于工作面支柱的50%,并且将测得的结果一式两份,工区一份,交技术处一份。若测得结果低于规定要求,必须立刻进行二次注液,使支柱达到初撑力,若测得结果出现异常时,必须迅速撤人,并向矿汇报,待查明原因确认安全才可继续施工。

  2、使用金属防倒链将采面所有支架连接起来,使工作面支架在倾斜方向上形成一体。

  3、工作面初采时,切眼靠老空侧反挂金属网垂到底板,以防老塘煤矸外出,使老空内有一定数量的充填物,提高支架的稳定性。

  4、杜绝工作面空顶,若支架上部空虚,必须用方木,木板装实。

  5、底板松软点柱钻底超过10cm的区域支柱必须穿鞋,减少支柱下沉量提高支柱的支撑力。

  6、漏液卸载支柱是工作面的一大隐患,必须及时更换。

  7、严格控制开帮高度,避免架前空顶冒顶,造成倒架,若工作面煤壁片帮或断裂时应支设贴帮支柱。

  8、采面顶板破碎压力大,支架变形严重时,可以实行带压移架。

  9、工作面上使用的所有单体支柱都必须使用防倒设施,坏柱梁及时外运,多余支柱必须竖放整齐牢固。

  10、若工作面压力较大,架体变形严重时,必须将支柱及时改正,并使用单体液压支柱,支柱要有3-5cm的柱窝,斜撑悬移支架,确保悬移支架的稳定性,防止倒架。

  11、工作面来压,支架变形严重时,应停止放顶煤,确保支架稳定,避免倒架。

  12、分段移架时,必须选在顶板完好,支架牢固的区域,且分段区域不低于6架。

  四、采面过破碎带措施

  1、撞楔套棚法

  工作面发生冒顶严重时,应立即停止生产,待顶板稳定后确认安全时,从两头向中间把支架逐架加固好,以防范围扩大。先不要急于出煤,用旧钻杆、钢管扁头或半圆木把冒顶区封严后,慢慢向前出煤,人员要站在临时支护下把顶接实背牢。

  2、开帮架棚法

  待冒顶区稳定后,首先加固好周围支架,用圆木一头顶在煤壁上,后头支设两棵液压支柱,用镐向前刨,随刨随及时向前移圆木。若冒顶严重,要在顶梁上架设木垛,把顶接实背牢。

  3、工作面冒顶时,必须在班长及工区干部和安全管理人员的指挥下进行处理,经验丰富的老工人施工。处理时应避免噪音,不得喧哗,以便观察顶板的变化。

  4、处理冒顶时必须按照由下向上、由外向里的顺序逐棚施工,严禁空顶作业。

  五、工作面回柱措施

  1、回柱应先清理好退路,用长把工具将单体液压支柱放液后用葫芦拉出,然后再撤顶梁,严禁人员进入老塘作业。

  2、上下两顺槽回料滞后不得超过两排,严禁超前回料。

  3、面前回柱时,不得跨在运转的转载机或站在运输机头尾上作业。回柱前应提前观察好顶板和煤帮。

  4、回贴帮支柱时应首先检查煤壁片帮及支护情况,支柱受煤帮压力较大时,人员必须站在可靠的安全地点回柱。严禁人员站在支柱弹出歪倒、煤壁片帮所能波及的范围内。

  5、回料时要有专人在安全地点观察顶帮,看好退路。

  6、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点。

  7、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,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力表必须维修、保养好,不得遗失,损坏的要及时更换。

  8、工作面投产前,要经有关职能部门验收,未经验收或验收不合格不准生产。

  9、在回采过程中,若实际现场情况发生变化或本规程与现场不符时,应及时编写补充措施。

  六、工作面过老巷措施

  3109工作面推采过程中,会穿过矿井首采面部分巷道,原巷道支护为木棚支护,经3108工作面运输巷揭露,原巷道支护已破坏,并已冒落严实,但为预防顶板、通防事故的发生,必须采取以下措施:

  1、工作面推采至首采面老巷时,靠近老巷地点附近的煤壁要多打眼少装药,以减少对老巷周围煤体的震动。当煤体特别松软、破碎时,不得采用爆破的方法落煤,而采用风镐或手镐落煤。

  2、老巷附近煤体破碎,易于冒落时,必须采取掏梁窝用超前支护的方式防止或减少炮道内顶板的冒落。

  3、工作面揭露老巷时,加强对老巷附近瓦斯、二氧化碳、二氧化硫等有害气体的检测,发现有害气体超标时,立即停产撤人,经过处理,待有害气体浓度降到《煤矿安全规程》允许的范围内时,人员方可进入工作面。

  4、工作面每次爆破前,必须严格检测有害气体的浓度,当有害气体浓度超过规定时,不得爆破,经处理后,有害气体浓度降到允许浓度时,方可爆破。

  七、煤层注水措施

  (一)长孔煤层动压注水

  1、布置方式 单向钻孔布置方式

  2、参数 钻孔间距 10米;

  钻孔倾角 单向钻孔倾角按-9°施工;

  3、钻孔直径 钻孔直径为50-90毫米

  4、钻孔长度 单向钻孔长度应根据工作面长度确定,一般取其长度的2∕3~4∕5,工作面长度平均长60米,钻孔长度取40-48米。

  煤层长壁注水施工由通修工区执行,其他安全措施执行煤层注水措施。

  (二)工作面短孔煤壁注水

  1、钻孔直径 为使钻眼与炮眼共用,可用风煤钻和麻花钎子打眼

  2、钻孔长度 1米

  3、钻孔间距 与炮眼间距相同 1米

  4、注水压力 采用静压供水系统供水,一般取0.8-1.2MPa.

  5、注水时间 取30-40分钟,一般煤壁发现汗珠则停止注水。

  短孔煤壁注水由采煤工区施工。

  附图:第三层煤采掘工程平面图

  井上下对照图

  3109工作面平面图

  工作面避灾路线图

  工作面防尘系统图

  工作面通风与安全监控系统图

  工作面运输与排水系统图

  工作面压风系统图
 

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