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兖矿集团东滩煤矿大采高14316作业规程3.23终结版

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第一章  概  况 - 2 -
第一节  工作面位置及井上下关系 - 2 -
第二节  煤   层 - 3 -
第三节  煤层顶底板 - 3 -
第四节  地质构造 - 4 -
第五节  水文地质 - 4 -
第六节  影响回采的其他因素 - 5 -
第七节  储量及服务年限 - 6 -
第二章 采煤方法 - 8 -
第一节  巷道布置 - 8 -
第二节  采煤工艺 - 8 -
第三节  设备配置 - 9 -
第三章  顶板管理 - 15 -
第一节  支护设计 - 15 -
第二节  工作面顶板管理 - 19 -
第三节  端头顶板管理 - 24 -
第四节  顺槽顶板管理 - 26 -
第五节  矿压观测 - 30 -
第四章  生产系统 - 31 -
第一节  运输系统 - 31 -
第二节  通防与监控系统 - 36 -
第三节  排水系统 - 45 -
第四节  供电系统 - 46 -
第五节  工作面通讯及照明系统 - 50 -
第五章  劳动组织和主要经济技术指标 - 51 -
第一节  劳动组织 - 51 -
第二节  主要经济技术指标 - 52 -
第六章  灾害预防及避灾路线 - 53 -
第七章  煤矿井下安全避险六大系统及职业危害防治 - 53 -
第一节  煤矿井下安全避险六大系统 - 53 -
第二节  职业危害防治 - 56 -
第八章  煤质管理 - 58 -
第九章  安全技术措施 - 58 -
第一节  一般规定 - 58 -
第二节  爆破管理 - 59 -
第三节  其   他 - 59 -

第一章  概  况
第一节  工作面位置及井上下关系

143上16工作面位于十四采区西南部,西邻东滩煤矿与鲍店煤矿井田边界;北邻143上15工作面采空区、14318工作面(未采)与14317工作面(未采);东邻143上03(西)综采工作面采空区;南邻143上02(西)综采工作面采空区。切眼东帮与143上03-2工作面切眼西帮间距10m布置;设计停采线:运顺侧位于切眼内帮以西620.0m处,轨顺侧较运顺侧向西调斜20.0m。
        工作面位置及井上下关系表           表  一
煤层名称 3上煤层 水平名称 -660 采区名称 十四采区
工作面名称 143上16综采工作面 地面标高 +44.6~+44.21
+44.43 工作面标高 -498~-524
-511
地面位置 143上16工作面地面相对应位置位于泥河以西,后樊庄村以南,工作面西部进入村庄保护煤柱。 
井下位置及四邻采掘情况 143上16工作面位于十四采区西南部,东起开切眼(切眼东帮与143上03-2工作面切眼西帮间距10m布置),西至设计停采线(运顺侧位于切眼内帮以西620.0m处,轨顺侧较运顺侧向西调斜20.0m)。西邻东滩煤矿与鲍店煤矿井田边界;北邻143上15工作面采空区、14318工作面(未采)与14317工作面(未采);东邻143上03(西)综采工作面采空区;南邻143上02(西)综采工作面采空区。
回采对地面设施的影响 工作面西部进入后樊庄村保护煤柱线,回采前村庄已搬迁。
走向长(m) 轨顺:640
运顺:620 倾斜长(m) 合面前:150.3
合面后:161.3 面积(m2) 98785

 


第二节  煤   层
本工作面回采3上煤层,煤层地质情况如表二所示。
                煤 层 情 况 表                   表  二
煤层厚度(m) 4.70~5.77
5.07 煤层结构 简单 煤层倾角(°) 0°~8°

开采煤层 3上煤 煤 种 气煤 稳定程度 稳定
煤层情况描述 工作面回采山西组3上煤层,黑色,半暗型煤,以暗煤为主,夹镜煤条带,厚层块状,内生裂隙发育, 3上煤层厚度4.70m~5.77m,平均5.07m,煤层厚度稳定。煤层结构简单,距3上煤底板之上1.85m~2.50m处,含一层较稳定的泥质粉砂岩夹矸,厚度0.02m~0.03m。煤层普氏硬度f=2~3。
附图1:143上16综采工作面地层综合柱状图。


第三节  煤层顶底板
          煤层顶底板情况表         表  三
顶底板
名称 岩石名称  厚度(m) 岩性及物理力学性质
  最小~最大
平均 
基本顶 中细砂岩 
9.86~19.70
14.78 浅灰~灰白色,以石英为主,含少量长石及云母碎片,致密坚硬,厚层块状,钙质胶结,缓波状层理。f=6~7
直接顶 粉砂岩 2.73~5.30
4.01 深灰色,致密性脆,泥质胶结,富含植物碎屑化石和黄铁矿质点,底部相变为泥岩。f=4~5
直接底 粉砂岩 
1.77~3.25
2.51 深灰色,泥质胶结,局部相变为泥岩。f=4~5
3下煤 3下煤 3.17~3.55
3.36 黑色,半暗型煤,以暗煤为主,夹镜煤条带,油脂光泽,内生裂隙发育,参差状断口。f=2~3
3下煤直接底 粉砂岩 3.14~3.78
3.46 深灰色,泥质胶结,顶部为薄层泥岩,中下部夹薄层细砂岩。
基本底 粉细砂岩互层 9.40~10.44
9.92 灰色,致密坚硬,以细砂岩为主,夹薄层粉砂岩,垂直裂隙发育,缓波状层理
第四节  地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
本工作面轨顺揭露断层1条,为NF67 正断层。断层落差为0.9m,对工作面回采影响较小。断层的具体情况见表四。
                           断 层 情 况 表                表四
断层名称 走向
(°) 倾向
(°) 倾角
(°) 性质 落差
(m) 对回采影响程度
NF67 340 250 70 正断层 0.9 较小

二、褶曲情况以及对回采的影响
C7背斜,其轴向S60°~80°W,波幅40m~70m,为一宽缓的褶曲构造,背斜轴位于本工作面中部,对回采影响较小。
三、其他因素对回采的影响
根据三维物探资料分析,143上16综采工作面回采区域内无古河流冲刷、岩浆岩侵入、陷落柱。
附图2:143上16综采工作面顺槽、切眼剖面图。

 


第五节  水文地质
一、涌水量
回采期间正常涌水量10m3/h,最大涌水量30m3/h。
二、含水层(顶部和底部)分析
(一)充水含水层分析
143上16工作面位于十四采区西南部,开采3上煤层,工作面回采通过C7背斜,受背斜构造影响,运顺一侧较高、轨顺一侧较低。
回采过程中直接充水水源为3煤顶、底板砂岩水和14315、143上02、143上03、143上04采空区老空积水。
3煤顶、底板砂岩富水性主要受构造和岩性等因素控制,富水性不均一,以静储量为主,易于疏干,受周边工作面回采影响3煤顶底板砂岩水已基本疏干,对工作面回采基本无影响。
14315采空区、143上16轨顺沿空侧、143上02采空区已进行钻孔疏排,不具备积水条件,143上16切眼沿空侧、143上03、143上04采空区位置较高,不具备积水条件,总体分析,143上16工作面相邻采空区无老空水害威胁。

 

 

第六节  影响回采的其他因素
影响回采的其他地质情况   见表五。
影响回采的其他地质情况表            表  五
瓦    斯 据2014年瓦斯等级鉴定结果为瓦斯矿井。
煤    尘 有爆炸危险性,爆炸指数为37.42%。
煤的自燃 属自燃煤层,发火期一般为3~6个月。
地    温 -660水平地温为28.5℃~30.4℃。
地    压 3上煤层具有弱冲击地压倾向性。
普氏硬度(f) 煤层 夹矸 直接顶 直接底
 2~3 3 4 4~5
二、冲击地压危险性评估及冲击地压防治方案
(一)冲击地压危险性评估
1、煤层的冲击倾向性
根据煤炭科学研究总院北京开采研究所对我矿3层煤、3上煤层、3下煤层和该煤系的围岩的物理力学性质试验及冲击倾向性鉴定,我矿3上煤层、3层煤、3下煤层及煤层顶底板的冲击倾向性分类中都属于2类,具有弱冲击倾向性。
2、143上16综采工作面论证情况
在143上16综采工作面生产前,东滩煤矿联合辽宁工程技术大学对143上16综采工作面进行了安全评估论证,根据《143上16工作面冲击地压危险性评估论证报告》及煤业公司批复意见,在工作面回采期间划定了冲击地压危险区域,具体如下:
(1)中等冲击危险区域
143上16工作面运顺0-255m,轨顺0-330m范围,工作面三侧为采空区,推进过程中受老顶初次破断、工作面初次“见方”、14318工作面实体煤形成的应力集中区的影响具有冲击地压危险,此区域作为中等冲击危险区域。
(2)弱冲击危险区域
143上16工作面运顺255m-480m,轨顺330m到停采线范围内,工作面受邻近的14302-2采空区及14318煤柱影响具有冲击地压危险,此区域作为弱冲击危险区域。
(二)冲击地压防治方案
在143上16综采工作面回采期间要进行冲击地压防治监测工作,回采前需要编制冲击地压防治专项安全技术措施。在冲击地压危险区域采用钻屑法和应力在线监测系统进行检测,检测时以钻屑法检测为主,应力在线检测为辅,在检测出具有冲击危险的区域及时采用卸压钻孔或深孔爆破进行解危卸压,解危时优先选用施工大直径卸压钻孔进行解危。
1、检测方法:
(1)钻屑法检测
在划定的冲击地压危险区域进行钻屑法监测。监测钻孔间距不大于20m,钻孔距底板1.2m左右。钻孔方向与煤层倾角平行(避免钻入岩石)。每天检测1次,当检测指标较高时,必须增加检测次数,并加密钻孔。
(2)应力在线系统监测
143上16工作面回采期间,采用应力在线监测系统,实现冲击地压危险区和危险程度的实时监测预警和预报。在冲击危险性评价的基础上,将测区布置在工作面前方200-300m的区域内,每组分别安装1个8m和1个14m深度的传感器,组与组之间的间距由各工作面的冲击危险性决定,一般20m-30m,随工作面推进,每组传感器依次回撤、安装。
2、卸压解危
在检测出具有冲击危险的区域及时采用卸压钻孔或深孔爆破进行解危卸压,解危时优先选用施工大直径卸压钻孔进行解危。
(1)大直径卸压钻孔
在检测出冲击地压危险区域,采取大直径钻孔卸压预处理方式。采用液压钻车施工,钻头直径为110mm,垂直于巷帮,钻孔间距不大于3m,钻孔深度不小于10m,钻孔距底板1.2m左右,单排布置。
(2)深孔爆破卸压解危
深孔爆破时,炸药选用矿用水胶炸药(其中每个药卷长度为400mm,重300g)具体要求见专项措施。
采取相关卸压措施后,应再次进行检测,符合相关要求后再进行生产。

第七节  储量及服务年限
一、储量
          工作面储量计算表                表  六

 计算方法 采用地质块段法:Q=S×M×d,其中Q为块段储量;S为块段水平面积(注:煤层倾角较小);M为块段煤层平均厚度;d为煤的视密度。
 块段号 走向长
(m) 倾斜长(m) 水平
面积
(m2) 煤厚
(m) 视密度
(t/m3) 基础
储量
(万t) 回采率(%) 可 采
储 量
(万t)
 111b-1   77797 5.07 1.35 53.2 93 49.5
 111b-2   20988 5.07 1.35 14.4 93 13.4
 合计 620.0
640.0 150.3
161.3 98785 5.07 1.35 67.6 93 62.9
 计


围 111b-1块段长度640.0m,最大宽度161.3m,呈不规则多边形,为3上煤区域;
111b-2块段长度227.6m,最大宽度131.9m,呈梯形,为后樊庄村保护煤柱内区域。“三下” 压煤量(后樊庄村保护煤柱)14.4万t。
工作面回采率按93%计算。
二、生产能力及可采期
(1)循环进度:0.75m。
(2)循环产量
合面前:150.3×5.07×1.35×0.75×0.93=717.5(吨)
合面后:161.3×5.07×1.35×0.75×0.93=770.1(吨)
(3)日产量
合面前:717.5×12=8610.0(吨)
合面后:770.1×12=9241.2(吨)
(4)月产量
合面前:8610.0×29×0.85=21.22(万吨)
合面后:9241.2×29×0.85=22.78(万吨)
(月生产不均衡系数取85%,生产时间29天。)
(5)可采期
合面前:27.4÷21.22 ≈ 1.3(月)
合面后:35.5÷22.78 ≈ 1.6(月)
1.3+1.6=2.9(月)

 

 

 

 

 

 

 

 

 
第二章 采煤方法
第一节  巷道布置
一、工作面巷道布置
143上16工作面两顺槽相互平行,南侧为轨顺,自14317运顺开门掘进,巷中与14315运煤巷巷中一致,在距离14315运顺交岔点以西50m位置,按35°夹角拐弯施工,巷中与14315运煤巷巷中间距9.5m向东掘进至14315运顺,之后逐渐过渡到巷中间距8.5m至143上16切眼位置。北侧顺槽为运顺,顺槽掘进至距切眼中位置70m时,掘进方位向工作面侧(南侧)调增2°。两顺槽均沿3上煤底板布置。
二、巷道的几何参数及支护形式
(一)顺槽
采用锚网带、锚索联合支护,梯形断面,上净宽4800mm,下净宽5400mm,净高4000mm,净断面积20.4m2;巷道顶帮铺联金属菱形网,每排钢带打7根φ22mm×2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆,锚杆间排距750mm×800mm。巷道顶部巷中位置布置1排锚索,间距1600mm。两帮每排各布置五根锚杆(第一至第四根锚杆的规格为φ20mm×2000mm,第五根锚杆规格为φ20mm×1000mm),钢带向下不大于200mm为第一根锚杆,与水平成15°-25°仰角打注,第二至第四根锚杆垂直煤壁打注,锚杆上下间距800mm,第五根斜向下与水平成15°-20°俯角打注,距底板不超过800mm。
附图3:143上16综采工作面位置及巷道布置示意图。
(二)切眼
切眼采用梯形断面锚网带与锚索支护,外导内扩施工,钢带长度均为4500mm,排距800mm,正常段净宽8800mm,净高4000mm,净断面积35.2m2。在导硐中、切眼中及扩宽中位置分别打设一排φ22×5000mm锚索,锚索排距1600mm。
(三)溜煤眼
圆形断面,直径3.0m,深45.8m,断面积7.1m2,锚网喷支护。
(四)联络巷
141岩集轨东段采用半圆拱断面锚网喷支护,净宽3200mm,净高3000mm,墙高1550mm,净断面积9.0m2;141岩集轨延伸段采用半圆拱断面锚网喷支护,净宽4000mm,净高3700mm,墙高1700mm,净断面积13.1m2;141边界提采用梯形断面锚网带与锚索联合支护,净宽5200mm,净高3700mm,净断面积19.24m2。


第二节  采煤工艺
一、采煤方法
工作面采用后退式走向长壁顶板垮落采煤法。
二、采煤工艺
工作面采用综采一次采全高回采工艺。
(一)采高
143上16综采工作面回采3上煤层,根据煤层赋存情况及设备配套情况,工作面的平均采高定在5.07m,沿3上煤顶、底板推进,根据煤层厚度变化调整采高,以增加回采率。最大采高不超过5.6m,煤厚超过5.6m区域,留顶煤控制采高。工作面两头5组支架逐渐将工作面正常采高过渡到顺槽高度。
(二)工艺过程
割煤→推移刮板输送机→移架
(三)工艺说明
1、割煤
割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤,斜切进刀长度不小于30m,进刀深度0.75m。具体操作如下:
1、采煤机向上(下)割透端头煤壁,同时自下(上)向上(下)推移刮板输送机,并在煤机后将刮板输送机推出约20m的弯曲段,将煤机两个滚筒上下调换位置,向下(上)进刀,通过弯曲段使得煤机达到正常截割深度(0.75m)后,按要求推移运输机至平直状态。
2、将煤机两个滚筒上下调换位置,再次向上(下)割三角煤至割透端头煤壁。
3、割完三角煤后,再次将煤机两个滚筒调换上下位置,采煤机向下(上)返回,进入正常割煤状态。
4、采煤机正常割煤时,采用煤机前滚筒截割工作面煤层上部,后滚筒截割工作面煤层下部的割煤方式。
附图4:143上16综采工作面采煤机进刀方式示意图。
2、移架
采用跟机移架,最近一组移架距煤机后滚筒不大于9m,移架步距为0.75m。当工作面顶板破碎时,要提前拉移超前支架。
3、推溜
在移架后顺序推移运输机,滞后移架10m~15m左右,不能出现急弯,推移步距为0.75m。


第三节  设备配置
一、液压支架
本工作面选用支架为ZY13000/26.5/57D型支撑掩护式支架和ZYG13000/26.5/57D型过渡支架,上下两头选用 ZYT13000/25/50D型支撑掩护式排头支架,运顺顺槽选用ZT44800/25/45型顺槽支架,轨顺顺槽选用ZT115200/25/45型顺槽支架。
液压支架主要技术特征
1、工作面支架
型    号:                       ZY13000/26.5/57D
高    度:                       2650mm~5700mm
宽    度:                       1680 mm~1880mm
中 心 距:                       1750mm
初 撑 力:                       8728 kN(P=31.5MPa)
工作阻力:                       13000 kN(P=46.9MPa)
支护强度:                       1.39 MPa~1.46MPa
底板比压:                       1.71 MPa~4.61MPa(前端)
适应煤层倾角:                   ≤15°
2、过渡支架
型    号:                       ZYG13000/26.5/57D
支撑高度:                       2650 mm~5700mm
宽    度:                       1680 mm~1880mm
中 心 距:                       1750mm
初 撑 力:                       8728kN(P=31.5MPa)
工作阻力:                       13000kN(P=46.9MPa)
支护强度:                       1.37MPa~1.48MPa
底板比压(前端):                2.24MPa~2.47MPa(平均)
适应煤层倾角:                   <15°
3、排(端)头支架
型    号:                       ZYT13000/25/50D
支撑高度:                       2500 mm~5000mm
宽    度:                       1680 mm~1880mm
中 心 距:                       1750mm
初 撑 力:                       8728kN(P=31.5MPa)
工作阻力:                       13000kN(P=46.39MPa)
支护强度:                       1.37MPa~1.48MPa
底板比压(前端):                2.24MPa~2.47MPa(平均)
适应煤层倾角:                   <15°
4、轨顺巷道支架
型    号:                       ZT115200/25/45
支撑高度:                       2500mm~4500mm
支护宽度:                       3400mm
初 撑 力:                       91188kN(P=31.5MPa)
工作阻力:                       115200kN(P=39.8MPa)
支护强度:                       0.46MPa~0.47MPa(f=0.2)
底板平均比压:                   2.1MPa(f=0.2)
操纵方式:                       前、后组邻架操纵
5、运顺巷道支架
型    号:                       ZT44800/25/45
支撑高度:                       2500mm~4500mm
支护宽度:                       3400mm
初 撑 力:                       35462kN(P=31.5MPa)
工作阻力:                       44800kN(P=39.8MPa)
支护强度:                       0.46MPa~0.47MPa(f=0.2)
底板比压:                       2.1MPa(f=0.2)
6、运顺巷尾支架
型    号:                       ZYT13000/25/50D
支撑高度:                       2500 mm~5000mm
宽    度:                       1680 mm~1880mm
中 心 距:                       1750mm
初 撑 力:                       8728kN(P=31.5MPa)
工作阻力:                       13000kN(P=46.9MPa)
支护强度:                       1.37MPa~1.48MPa
底板比压(前端):                2.24MPa~2.47MPa(平均)
适应煤层倾角:                   <15°
二、采煤机
型    号:                       MG900/2310—WD电牵引采煤机
采    高:                       3.5m~6.2m
截    深:                       865mm
装机总功率:                     2310kW
截割功率:                       2×900kW
牵引电机:                       2×150kW
泵电机:                         50kW
破碎电机:                       160kW
供电电源电压:                   3300V
牵引速度:                       0~12~16m/min
滚筒直径:                       3000mm
适应煤层倾角:                   ≤15°
三、刮板输送机
型    号:                       SGZ1250/2×855
输 送 量:                       2500t/h
刮板链速:                       1.35m/s
电动机功率:                     2×855kW
电动机电压:                     3300V
刮板链规格:                     2-Φ48×152mm
链    距:                       260mm
中部槽规格:                     1750×1250×390mm
中部槽连接方式:                 哑铃销
紧链方式:                       液压马达紧链
卸载方式:                       端卸
四、运顺桥式转载机
型    号:                       SZZ1200/700
输 送 量:                       3500t/h
刮板链速:                       1.86m/s
设计长度:                       70m
紧链方式:                       液压马达紧链
爬坡角度:                       10°
电机功率:                       700kW
电机电压:                       3300V
内 槽 宽:                       1200mm
刮板链规格:                     2-Φ38mm×137mm紧凑
链    距:                       500mm
行走方式:                       迈步自移式
五、破碎机
型    号:                       PCM250型轮式
破碎能力:                       4000t/h
最大输入块度:                   长度不限×1200mm×1180mm
最大排出粒度:                   300mm
电机功率:                       250kW
电机电压:                       3300V
破碎锤头数:                     8个
破碎头冲击速度:                 20m/s
外形尺寸(长×宽×高):           4000 mm×2380mm×2076mm
六、运顺机身折叠式可缩带式输送机
型    号:                       DSJ120/180/3×315
输 送 量:                       1800t/h
带    速:                       3.55m/s
带    宽:                       1200mm
装机功率:                       2×315kW
电机电压:                       1140V
传动滚筒直径:                   1030mm
卸载滚筒直径:                   1025mm
张紧方式:                       液压绞车自动张紧
七、转载机(14316皮带机头)
型  号:                         SZZ1200/700
输送量:                         3000t/h
刮板链速:                       1.82m/s
电机功率:                       700kW
电机电压:                       3300V
减速器传动比:                   26.19:1
内槽宽:                         1200mm
刮板链规格:                     2-Φ38×137mm紧凑
链距:                           500mm
八、可伸缩带式输送机(14317运顺)
型号:                           DSJ120/180/3×315
输送能力:                       1800t/h
带速:                           3.55m/s
带宽:                           1200mm
电机功率:                       3×315kW
传动滚筒直径:                   1030mm
卸载滚筒直径:                   1025mm
电压等级:                       1140V
张紧方式:                       液压绞车自动张紧
九、可伸缩带式输送机(14310西轨顺)
型号:                           DSJ120/180/4×315
带速:                           3.55m/s
带宽:                           1200mm
电机功率:                       4×315kW
传动滚筒直径:                   1030mm
卸载滚筒直径:                   1025mm
电压等级:                       1140V
张紧方式:                       液压绞车自动张紧
十、转载机(14310皮带机头)
型  号:                         SZZ1200/525
输送量:                         2600t/h
刮板链速:                       1.86m/s
电机功率:                       525kW
电机电压:                       3300V
减速器传动比:                   25.56:1
内槽宽:                         1200mm
刮板链规格:                     2-Φ38×137mm紧凑
链距:                           500mm
十一、电磁除铁器
型    号:                       RCBC-25/22S
励磁功率:                       20kW
额定电压:                       1140V
工 作 制:                       连续
十二、泵站
1、BRW400/37.5型乳化液泵(3台)
公称压力:                       37.5MPa        
公称流量:                       400L/min
曲轴转速:                       650r/min
电机功率:                       315kW   (3300V)        
外形尺寸(长×宽×高):          3660×1260×1380 mm
2、RX400/30G型乳化液箱
公称容积:                3000 L
公称流量:                 400 L/min
公称压力:                 37.5 MPa
乳化油贮存腔容积:            160 L
外形尺寸(长×宽×高):         4270×1260×1430mm
3、KXB-127自动控制及软化水储水一体箱(含自动配液装置)
控制系统电压:                   127V
储水箱容积:                     2500 L
储油箱容积:                     600L
外型尺寸(长×宽×高):          3300×1300×1500 mm
4、BPW516/16V型喷雾泵(2台)
公称流量:                       516 L/min
公称压力:                       16MPa
电动机功率:                     160kW   (3300V)
曲轴转速:                       567r/min
电机转速:                       1486r/min
5、BPW315/16型喷雾泵(1台)
公称流量:                       315 L/min
公称压力:                       16MPa
电动机功率:                     110kW   (1100V)
6、 QX516/30清水箱
公称流量:                       516 L/min
公称容积:                       3000 L
过滤精度:                       270 μm
供水压力:                       0.3~3 Mpa
供水流量:                       ≥516 L/min
外型尺寸(长×宽×高):          3240×1240×1450 mm
附图5:143上16综采工作面设备布置示意图。

 

 

 

第三章  顶板管理
第一节  支护设计
一、工作面支护设计
1、采用类比法进行设计:
参考本矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。(见表七)
同煤层矿压观测选择或预计工作面矿压参数参考表   表  七
序号 项    目 单位 同煤层实测 本面选取或预计
1 顶底
板条
件 直接顶厚度 m 2.54~5.38 2.73~5.30
  老顶厚度 m 9.96~19.78 9.86~19.70
  直接底厚度 m 1.86~3.53 1.77~3.25
2 直接顶初次垮落步距 m 10~15 10~15
3 初


压 来压步距 m 40~55 35~55
  最大平均
支护强度 MPa 0.42 0.42
  最大平均
顶底移近量 mm 50~190 40~100
  来压程度
(动载系数)  1.12 1.12
4 周


压 来压步距 m 10~20 11~22
  最大平均
支护强度 MPa 0.41 0.41
  最大平均
顶底移近量 mm 90~180 90~180
  来压程度
(动载系数)  1.12 1.12
5 正常
情况 最大平均
支护强度 MPa 0.35 0.35
  最大平均
顶底移近量 mm 30~80 30~80
6 直接顶悬顶情况 m 5~15 5~15
7 底板容许比压 MPa 35 35
8 直接顶类型 类 2类 2类
9 老顶级别 级 IVb IVb
10 巷道超前压力
影响范围 m 轨顺:30~40 轨顺:30~40
   运顺:15~30
15~20(实体煤巷道) 运顺:15~30
15~20(实体煤巷道)
2、工作面选用液压支架工作参数见表八

工作面条件与支架适应条件对照表        表  八
 工作面条件 支架适应条件
  中间支架 过渡支架 排(端)头支架
采    高 5.07m(平均) 2.65m~5.7m 2.65m~5.7m 2.5m~5.0m
倾    角 0~8° ≤15° <15° <15°
煤    厚 4.70m~5.77m 2.65m~5.7m 2.65m~5.7m 2.5m~5.0m
煤 硬 度 f=2~3 f≤4 f≤4 f≤4
底板比压 35MPa 1.71MPa~4.61MPa 2.24MPa~2.47MPa 2.24MPa~2.47MPa
支护强度 1.035MPa 1.39MPa~1.46MPa 1.37MPa~1.48MPa 1.37MPa~1.48MPa
顶板种类 2类 2类 2类 2类
3、支护强度验算:
(1)工作面合理支护强度:
工作面支架支护强度验算
    Pt =N×9.81×H×γ
=8×9.81×5.07×2.6
=1034.5(kN/m2)
=1.035MPa<1.37MPa
式中:Pt—要求的支架支护强度(kN/m2)
N—采高的倍数,一般取6~8,这里取8;
H—工作面采高,取5.07m;
γ—顶煤与顶板岩石容重,一般取2.6t/m3。
(2)中间支架底板比压为:1.71MPa~4.61MPa,过渡支架底板比压为:2.24MPa~2.47MPa,排头支架底板比压为:2.24MPa~2.47MPa。
工作面底板容许比压为:35MPa
4.61MPa<35MPa
根据以上验算可以看出,选用ZY13000/26.5/57D型中部支架、ZYG13000/26.5/57D型过渡支架、ZYT13000/25/50D型排(端)头支架,其结构在满足顶板管理支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求。
4、工作面煤流运输设备选型
工作面设计每天生产12个循环,一个循环产量合面前为729.5t、合面后为770.1t,每天18小时。
工作面以合面后计算每小时产量: 770.1×12÷18=513.4t
刮板输送机输送能力:                        2500t/h
运顺桥式转载机:                            3500t/h
破碎机破碎能力:                            4000t/h
运顺带式输送机输送能力:                    1800t/h
转载机(14316皮带机头)输送能力:           3000t/h
带式输送机(14317运顺)输送能力:           1800t/h
带式输送机(14310西轨顺)输送能力:         1800t/h
转载机(14310皮带机头)输送能力:           2600t/h
工作面每小时产量均小于工作面煤流运输设备的输送能力,可见,工作面煤流运输设备选形满足工作面生产需求。
二、乳化液泵站
(一)泵站及管路选型、数量
选用3台BRW-400/37.5型乳化泵向工作面支架供液,装备三泵两箱,管路全部选用液压胶管,耐压35MPa以上。喷雾泵选用1台BPW-315/16型清水泵和2台BPW-516/16型清水泵,装备三泵两箱,管路选用低压胶管,耐压16MPa以上。
(二)泵站设置位置及管路敷设
工作面泵站安设在141岩集轨内。管路铺设路线:141岩集轨(泵站)→141轨边界提→143上16运顺→143上16工作面。共敷设四路DN50的胶管,两路胶管负责支架主进、主回,另两路胶管分别负责为支架、煤机喷雾供水,进回液胶管每隔200m左右分别安设一个截止阀,其他管路每隔400m左右分别安设一个截止阀。泵站到143上16工作面运顺的管路吊挂在巷帮,顺槽的管路吊挂在巷道顶板上。
(三)泵站使用规定
乳化泵卸载压力不低于30MPa,采用ME20-5型乳化油,根据ME20-5乳化油的特性和143上16工作面设备要求,乳化液浓度为1.3%~1.7%。架间喷雾泵卸载压力不低于10MPa,采煤机喷雾泵卸载压力不低于10MPa,加强液压系统与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。
(四)冷却水
工作面设备采用压力不大于3MPa自然水冷却,由运顺Φ108mm水管供水。
(五)泵站过滤系统
1、自动反冲洗高压过滤站
自动反冲洗高压过滤站作为泵站出口的第一级过滤装置,用于乳化液的高精度过滤,由泵站出口来的高压乳化液从过滤站的进液口进入,经四个高精度滤芯过滤后提供给工作面液压支架使用,保护液压支架用阀;本过滤站可采用定时自动反冲洗、压差自动反冲洗、手动启动电控顺序自动反冲洗、手动按钮反冲洗等四种反冲洗方式对各个滤芯进行反冲洗。
2、自动反冲洗高压过滤站使用及安全注意事项
(1)当进、出液压力差值大于1.1MPa时,启动压差自动反冲洗默认设置功能。
(2)自动反冲洗高压过滤站的左、右两个排污孔用来排放反冲洗产生的污水,切不可堵塞任何一端排污口。
(3)要做到定期维护,检查各接口是否连接紧固可靠,是否存在漏液现象。
(4)开泵前,须检查螺钉是否已经拧紧,U形销是否齐全,安装是否到位,接口连接处是否牢固可靠;开泵后观察过滤站是否存在漏液现象,压力表工作是否正常。
(5)进液通路有60MPa减振压力表,显示过滤前系统压力。
(6)两色污染指示器由绿变红表明滤芯已经堵塞,需要进行反冲洗。
(7)本过滤站工作压力为37.5MPa,不可超压使用。
(8)控制器禁止用水冲洗,以防止水进入控制器而导致控制器损坏;所有带插销的地方必须插上销子,以防接触不好。
3、回液过滤站
回液过滤站用于工作面回液进行过滤,来保护整个液压系统,过滤精度60μm。
4、回液过滤站使用及安全注意事项
(1)做到定期维护,检查各接口是否联接紧固可靠,是否存在漏液现象。压力表是否工作正常。
(2)如果进液压力表压力进入黄色警示区,应该及时操作换向球阀手把,使用备用滤芯,同时更换堵塞滤芯上井进行清洗,如果发现进液压力表压力进入红色禁区,应马上操作换向球阀手把,使用备用滤芯,看进液压力是否在绿色工作区内,同时更换堵塞滤芯。
(3)当发现大通道低压溢流阀溢流时,要及时检查进液压力表,看压力表处于什么位置,操作换向球阀手把,看进液压力表压力所处区段以及溢流阀是否还继续溢流。出现低压溢流阀溢流有三种情况,第一、过滤器堵塞,造成系统压力升高溢流阀开启溢流,此时应及时操作换向球阀手把,更换堵塞滤芯;第二、过滤站回液口与乳化液箱之间液流不畅,可以通过观察出液压力表压力来判断,正常状态下出液压力表压力很低接近于零,如果出液口压力高应及时检查出液管,确保过滤站出液口与液箱间过液畅通;第三种情况就是低压大流量阀密封失效,出现泄漏。
(4)当发现滤芯堵塞需要更换具体操作步骤为:先切换大通道换向串联球阀,使被排污滤筒处于低压状态,打开排污口球形截止阀,将下端污染物排出,同时可以旋转大通道换向球阀利用回液压力将残余在滤芯表面的污染物冲下,通过排污后排出,所以该过滤站还具有自清洗功能及反冲功能。
5、进水过滤站
进水过滤站主要用于对进入液压系统的清水过滤,保证工作面用水清洁。清水从过滤站的进液口进入,通过过滤站两个滤芯过滤后从出液口流出。在正常工作状态时每组滤筒一个滤芯工作,另一个滤芯备用。当滤筒的进、出液压差大于1MPa或出液口流量很小时,说明滤芯堵塞严重,可通过大通道换向双联球阀可以实现工作滤芯和备用滤芯之间的切换。
6、进水过滤站使用及安全注意事项
(1)要做到定期维护,检查各接口是否联接紧固可靠,是否存在漏液现象。
(2)检查压力表是否工作正常。进出液压力表正常压差接近于零,如果压差过大,应及时操作双联球阀手柄,使用备用滤芯,同时更换堵塞滤芯上井清洗;如果发现出液口出水量过小,应马上操作双联球阀手柄,使用备用滤芯,同时更换堵塞滤芯。
(3)更换滤芯时,先切换大通道换向双联球阀,使要更换滤芯的滤筒处于备用状态,打开滤筒底部排污口球形截止阀来卸去滤筒中的残余压力。确认滤筒内无压后取下滤筒端盖螺栓,依次取端盖和半环等限位装置,利用吊环将滤芯取出;更换滤芯后依次将限位装置装入并拧紧螺栓,关闭排污阀、转动大通道换向双联球阀。
(六)泵站司机生产、检修安全注意事项
1、泵站司机必须严格执行《煤矿工人技术操作规程》中泵站司机的相关内容。
2、泵站司机应熟练掌握本工作面各种泵的原理、性能和维修技术。
3、启动泵站之前,首先检查各部件有无损坏,连接螺栓是否紧固,润滑油油位是否正常,电机转动方向是否正确,液箱液位是否满足要求,各种保护是否齐全完好,确认无误后方可开机。
4、泵启动后,注意监听,若泵的运转状态异常,立即停泵处理。经常检查液箱液位控制装置,严禁吸空。
5、泵站司机不得擅离岗位,注意停开泵信号,不得任意开、停泵。当工作面液压系统发生故障,需要停泵处理时,作业人员必须喊应泵站司机进行停泵,泵站司机认真记录要求停泵人姓名;当故障处理完毕需要开泵时,泵站司机必须得到要求停泵人回话确认后,方可开泵。在停泵期间,严禁其他人员不通知泵站司机,就搭乘此时间对液压系统主管路进行处理,如需同时进行处理,必须先通知泵站司机后,方可进行处理。
6、当工作面内多人同时要求停泵时,泵站司机必须认真记录好所有要求停泵人员的姓名,当需要重新开泵时,泵站司机必须得到所有停泵人员的逐一回话确认后,方可重新开泵。
7、当工作面需要停泵必须喊应泵站司机,没有喊应的情况下严禁作业。
8、当泵站司机需要对泵进行检修时,泵站司机必须对所维修泵的开关进行停电、挂牌,打开泵站乳化液箱反冲洗过滤器,将系统中的压力进行卸压后方可进行维修工作。
9、电工在检修检查泵站开关时,未得到泵站司机的允许,不得随意停、送泵开关的电源,确需对开关进行检修,必须征得泵站司机的同意;电工检修完开关后,必须与泵站司机取得联系,得到允许后方可重新送电。
10、泵正常运转期间,任何人员不得接触泵的转动部位。泵的卸载阀、安全阀的整定值,不得在井下随意调整。
11、加强液压系统的卫生清理,液压系统各种过滤器齐全并定期清理,保持液箱盖常闭。
12、如果泵站司机发现泵运转异常,应立即停泵,然后进行检查。开泵时必须得到工作面相关人员同意后方可开泵。
13、加强泵站至工作面供液管路的巡查,吊在皮带上方的管路出现问题时,首先通知皮带司机将皮带停机停电、闭锁挂牌,按下距作业地点最近的皮带闭锁按钮并上锁,然后通知泵站司机停泵或关闭主管路上的截止阀,通知工作面支架工对液压系统卸压或通过主管路外接的分支管路进行卸压,确认无余压后方可处理。处理过程中注意人员站位安全,在皮带上方工作时注意防滑,防止从皮带上跌落。
第二节  工作面顶板管理
合面前,工作面安装90组液压支架,其中工作面内安装80组ZY13000/26.5/57D型掩护式液压支架;运顺端头分别安装2组ZYG13000/26.5/57D型过渡支架和3组ZYT13000/25/50D型排头支架;轨顺端头安装5组支架ZYG13000/26.5/57D型过渡支架。合面时,轨顺侧再安装2组ZYG13000/26.5/57D型过渡支架和3组ZYT13000/25/50D型排头支架,工作面共安装95组液压支架。工作面采取跟机移架或超前移架支护顶板,移架后,应及时伸出伸缩梁、打出护帮板,防止片帮冒顶。
(一)工作面支护质量要求
1、煤壁要割直,顶底板要割平,确保液压支架接顶严密。
2、工作面所有支架排列整齐,按照工程线进行移架,偏差不超过5cm。
3、确保支护质量,所有支架必须达到初撑力(立柱底腔压力不得小于泵站卸载压力的80%),相邻支架错茬不超过顶梁侧护板高度的2/3,顶板破碎时相邻支架要升平。
4、顶板破碎时,采用带压移架以防顶板松动,片帮严重时应拉移超前支架支护顶帮,减少空顶面积。
(二)支架工操作要求
1、工作面支架采用电液控控制方式,正常情况下采用邻架操作,所有中间支架由液压支架工负责移架,两端头各3组支架由端头维护工负责移架。
2、工作面正常生产过程中采用跟机移架。顶板破碎、片帮时要拉移超前支架支护顶帮,移架过程中采用带压移架,减少顶板下沉量。
3、移架前预先发出警告,被移支架和相邻支架前不得有其他人员逗留或作业。
4、支架拉移要坚持“少降快拉,立即支护”的原则,做到“快、匀、够、正、直、稳、严、净”。
5、过断层、顶板破碎带及顶板压力较大区域时的移架操作:按照过断层、顶板破碎带及顶板压力较大区域时的有关安全技术措施进行支护,尽量缩短顶板暴露时间及缩小顶板暴露面积;采用“带压移架”,移架到规定步距后立即升架,使支架顶梁与顶板接实。
6、工作面局部区域倾角较大时,在移架时要利用好侧护板、底调千斤顶,防止支架歪斜。
7、在架前处理液压支架系统故障,当高度较大,不便于作业时,可利用煤机机身、专用架梯,来满足作业需求。使用专用架梯辅助作业时,架梯保证安设稳固可靠,必须佩带安全带且有专人监护。作业前通知电站电工将运输机停电并闭锁(机头处理液压系统故障时,还需将转载机停电闭锁、挂牌上锁。利用煤机机身作业时,需将煤机停电闭锁、挂牌上锁。),并严格执行“敲帮问顶”制度,方可进行作业。
8、需要降下支架作业的,必须顶板完好,先清理掉支架顶梁上的大块煤,不得将身体任何部位暴露在空顶下。
9、工作面顶板破碎或片帮严重时,及时拉移超前架支护顶帮;两端头顶板破碎时,在端头支架敷设金属网、倾向旧钢管、木板梁或工字钢加强支护,防止掉顶、冒顶。
(三)支架工安全注意事项
1、支架工应严格执行《煤矿工人技术操作规程》中液压支架工的相关内容。
2、液压系统中,所有管路必须完好,钢丝断裂的必须进行更换。
3、所有管路连接牢固可靠,“U”形销型号应与管接头相匹配,严禁使用铁丝、单腿销代替“U”形销,“U”形销插接到位。
4、“U”形销老化、锈蚀严重或失去弹性时,必须及时更换。
5、液压系统中的任何管路严禁敞口。
6、更换主管路及密封的操作规范。
(1)通知泵站停泵并采取闭锁手段。
(2)操作操纵阀反复活动千斤顶将主管路的压力进行释放,直到压力完全卸放后方可进行下一步操作。
(3)关闭故障管路前级液压系统截止阀。
(4)将损坏的管路拆掉,更换上新的胶管;打开截止阀,通知泵站开泵。
7、更换其它高压胶管及密封的操作规范
(1)关闭进液截止阀,将手把置于适当位置,使检修部位的压力被完全释放,检查无误后关闭回液截止阀。
(2)将坏的管路拆掉。
(3)检查新胶管与旧胶管是否同规格、同长度。
(4)用水冲洗密封或新胶管。
(5)更换新胶管或密封。
(6)将新胶管按原位置铺设好。
(7)按要求打开截止阀,先开回液、再开进液。
8、在架前处理液压系统故障时,先维护好作业地点顶帮,再通知电站电工将运输机停电闭锁、挂牌上锁(机头处理液压系统故障时,还需将转载机停电闭锁、挂牌上锁),并严格执行“敲帮问顶”制度,方可进行作业。
9、液压系统故障处理完毕后,开启截止阀时,必须缓慢进行开启,确认无误后方可完全打开,导致液压胶管崩出。
10、当支架千斤顶、立柱等出现窜、漏液时,应及时处理。
11、移架前检查有无挤、压、砸和埋管线等现象,其他人员距被移支架不少于两组支架以外,确认无问题后方可操作。移架过程中禁止人员通过移动支架。
12、移架时充分利用好支架调架系统,防止出现歪、挤、咬架现象。
13、顶板完整区域支架必须升实,达到初撑力,支架垂直于顶底板,歪斜小于5°;顶板破碎区域相邻支架必须衬平,不得出现前高后低或前低后高现象。
14、移架距煤机后滚筒3~9m,减少顶板悬露面积和悬露时间。
15、推溜时严禁任何人员站在推拉框架上,防止在推溜过程中被推拉框架弹伤或挤伤。
16、严禁任何人员坐在挡煤板上。
17、作业人员需进入运输机内工作前,首先将支架升实,并使用护帮板、前梁护好顶帮,严格执行“敲帮问顶”制度,找掉煤壁或架间的浮煤、浮矸,防止掉落伤人。
18、支架登高检修作业要按要求使用好保险带。
19、在立柱后进行支架检修作业需使用梯子等辅助工具时要安设稳固,并专人监护作业。
20、在立柱与电缆槽之间进行支架检修作业,要闭锁运输机,需使用梯子等辅助工具时要安设稳固,并专人监护作业,并排除煤壁片帮危险。
21、在电缆槽与煤壁之间区域进行支架检修作业,更换千斤顶等大件时要利用煤机机身进行作业,处理阀件、管路等小件作业,可打设梯子等辅助工具进行作业。使用梯子等辅助工具时要安设稳固,并专人监护作业,并排除煤壁片帮危险。
(四)煤机司机操作要求
1、煤机司机应严格执行《煤矿工人技术操作规程》中关于采煤机司机的相关规定。
2、煤机司机要熟练掌握煤机的结构原理、性能和一般维修技术、操作要求,并执行有关规定。
3、开机前仔细检查煤机截割部、牵引部、破碎部、泵箱、电机牵引控制箱冷却水流量和压力是否正常,各喷嘴是否畅通;同时检查煤机各部位,确认各部位完好后发出信号,等人员躲至安全地点后,方可送水送电开机。
4、煤机内外喷雾正常使用,做到开水开机,停机停水。
5、提高煤机截割质量,做到顶底板平整,煤壁齐直,不得随意割底板或留底煤。煤机割至两头支架时,逐渐降低采高以顺应巷道顶底板。
6、煤机司机在截割过程中应随时注意煤机的运行状态及周围环境,发现意外情况立即停机处理。
7、煤机司机应与支架工及收护帮板人员密切配合,收护帮板超前煤机前滚筒不超过3组支架,最近一组移架距煤机后滚筒不大于9m,否则应停止截割,严禁出现大面积空顶。
8、煤机截割期间,收护帮板人员、煤机司机要佩戴防护眼镜,必须站在架内底座箱上操作,防止滚筒甩出煤矸或机身上滚落矸石伤人,煤机机身范围架前严禁有人。其他人员严禁从正在割煤的煤机机身范围的架前通过,需要通过时,必须停止牵引采煤机或从支架内通过。
9、煤机截割后,后滚筒司机及时伸出伸缩梁、打出护帮板护好顶帮。
10、煤机在断层区域破顶或割底时,容易甩出大块矸石,煤机司机应站在距离煤机滚筒3m以外的安全区域进行遥控操作。
11、煤机割至工作面两端头时,应放慢牵引速度,煤机司机应集中精力,站在支架内操作,并有专人观察煤机截割情况,防止割坏管线、支架,发现异常情况及时停机进行处理。煤机在两端头截割期间顺槽内距滚筒5m范围内不得有人,在工作面煤壁前方不少于5m的位置挂设警戒,禁止其他人员通行,防止煤机滚筒甩物及出现其他情况伤人,运输机司机站在机头扩音电话处监护运输机。
12、煤机截割三角区前应将暴露的锚索固定在金属网上收回或托至支架上,以减少煤机截割锚索的次数,当滚筒上缠有锚索时,必须立即停机处理。
13、煤机运行期间无关人员不得在煤机机身上下5m范围内的支架前逗留和作业。
14、煤机斜切进刀距离以前滚筒为准不得小于30m。
15、不准带负荷启动煤机;煤机司机加强观察,出现大块煤、矸难以通过时,应及时停止采煤机采取措施进行处理,防止煤机处淤煤、卡矸,影响采煤机及运输机的正常运行。
16、煤机必须安设能停止刮板运输机的闭锁装置(运闭),并确保完好。
17、煤机破碎机破碎大块煤时,适当放慢煤机运行速度,不得强行破煤,防止损坏设备。
18、煤机进两头需安排专人在机头或转载机拾锚杆或其他杂物,进入转载机拾取锚杆等杂物时,必须将运输机、转载机停电闭锁、挂牌上锁。
19、需进入运输机处理故障,护帮板下边沿距运输机溜槽上沿高度小于1.8m时,且护帮板打出后能可靠护帮,敲帮问顶,排除隐患后可直接处理故障。若护帮板下边沿距运输机溜槽上沿高度大于1.8m、小于2.5m时,且护帮板打出后能可靠护帮,使用板梁等进行可靠腰帮后再处理故障。若护帮板下边沿距运输机溜槽上沿高度大于2.5m时,采取挂网、打锚杆的方式后,再处理故障。
20、当遇到特殊地质构造时,应执行届时编制的补充措施。
(五)采煤机司机操作安全注意事项
1、煤机运行期间无关人员不得在煤机机身上下5m范围内的支架前逗留和作业。
2、生产期间,架前严禁有人作业、行走。大块煤矸影响电缆推移等确需到架前作业时,先排除片帮掉顶危险后方可进入架前作业。
3、采煤机运行中,设专人观察电缆、水管拖曳情况,若出现电缆(水管)出槽、卡住、卡子脱节、滑落等异常情况,应及时停机处理。
4、煤机司机在开机过程中应随时注意煤机的运行状态及周围环境,发现意外情况立即停机处理。工作面人员通过采煤机时,采煤机应停止牵引。
5、顶帮破碎时,在煤机滚筒后及时跟机移架,移架时注意观察顶帮安全。
6、最近一组移架滞后煤机后滚筒不大于9m,否则应停机,严禁大面积空顶。
7、煤机没有进窝时严禁强行推溜头溜尾,防止损坏煤机摇臂、行走部等重要部件;同时严禁在煤机机身处推溜。
8、不准带负荷启动煤机;煤机司机加强观察,出现大块煤、矸难以通过时,应及时采取措施进行处理,防止煤机处淤煤、卡矸,影响采煤机及运输机的正常运行。
9、煤机内外喷雾保持正常使用,做到开水开机,停机后及时停水。
(六)采煤机司机检修维护安全注意事项
1、煤机检修前,应在顶板完整地段造好条件,支架接实顶板;刮板运输机及煤机应停电闭锁、挂牌上锁,摘掉煤机离合器。
2、煤机检修人员加强对制动闸的检查,确保制动闸灵敏可靠。
3、煤机检修人员必须每班检查运闭,并正常使用。
4、煤机停机后需要重新开机时,煤机司机必须认真检查煤机前、后滚筒附近是否有人工作,必须等所有人员躲至安全地点,确认无危险后,方可重新启动煤机。
5、煤机滚筒及破碎机缺失的截齿及时补齐。
6、更换截齿、处理煤机滚筒上缠绕物等作业前,严格执行敲帮问顶制度,找掉架间和煤帮的危煤(矸),以防架间漏煤(矸)、片帮伤人。
7、更换截齿、处理煤机滚筒上缠绕物等作业时,煤机放在工作面两端头,顶板完整区域,必须将运输机、煤机停电闭锁、挂牌上锁,摘掉煤机离合器,护好顶帮,然后在专人监护下进行操作。在滚筒转动过程中严禁拉拽滚筒上缠绕物。
(七)、特殊时期的顶板管理
1、工作面开采过程中,在初采、停采(末采)、倾角大于15°和过提斜、老巷道等特殊情况时,除执行本规程外,还需执行届时编制的补充措施。
2、过落差2.5m以下断层措施
(1)工作面即将过断层时,工区技术人员要根据地质部门提供的资料和现场实际制定出工作面将要通过的层位。
(2)顶板破碎时,煤机割煤期间,严禁在煤机滚筒正上方拉移支架,防止发生煤机割支架和冒顶事故。
(3)煤机应控制好采高,不低于3.5m±0.1m;割矸区段的割矸厚度不得超过断层落差的二分之一。
(4)煤机过断层区域,要放慢速度,速度控制在4.0m/min以下。
(5)两端头10组支架顺巷道底板截割。
(6)加强对煤机的维护工作,对损坏的截齿及时更换,每天要检查煤机各部位对接紧固情况。
(7)煤机司机应站在架内进行遥控操作,无关人员不得在煤机机身前后5m范围内逗留和作业,防止冒顶伤人。
(8)在顺槽合适位置备足规格齐全的支护材料。
(9)工作面顶板破碎时,拉移支架前观察好退路。
3、顶板破碎时的顶板管理
(1)顶板破碎时,伸出伸缩梁、打出护帮板仍支护不到煤壁,要拉移超前支架,及时超前支护端面顶板。
(2)工作面拉移超前支架后,伸出伸缩梁、打出护帮板仍支护不到煤壁,要及时逮顶降采高来减少片帮。
(3)煤机截割后,工作面顶帮随割随掉,在煤机滚筒后采取及时跟机移架,以加强维护破碎顶帮的稳定性。
(4)当工作面片帮掉顶严重,采取以上措施无法满足工作面推进需要时,采取在片帮掉顶区域施工锚杆或锚索固定顶帮,必要时喷浆、打注固帮特等加强措施进行维护后再进行正常循环作业。
第三节  端头顶板管理
一、支护方式及要求
1、端头支护
工作面运顺端头采用 ZYT13000/25/50D型排(端)头支架、ZT44800/25/45D型顺槽支架和 ZYT13000/25/50D型巷尾支架支护顶板。运顺顺槽支架或巷尾支架到不采帮的距离小于0.8m时,采取扩帮或调整顺槽支架、巷尾支架和转载机方式,保证安全出口宽度符合要求;当巷尾支架到不采帮的距离大于1.0m,在架侧钢带下支设单体进行支护,单体柱距与钢带相同,单体排距不小于0.8m,不大于1.0m,单体支设后距支架、不采帮不大于1.0m。当最外侧支架到不采帮间距小于1.0m时,架侧不再支设单体。
合面前,工作面轨顺端头采用ZYG13000/26.5/57D型过渡支架配合液压单体支柱支护顶板。当最外侧支架到不采帮的距离大于1.0m,在架侧钢带下支设单体进行支护,单体柱距与钢带间距相同,单体排距不小于0.8m,不大于1.0m,单体支设后距支架、不采帮不大于1.0m。当最外侧支架到不采帮间距小于1.0m时,架侧不再支设单体。运输机机尾大架到不采帮的距离小于0.8m时,为保证安全出口畅通,必须进行扩帮工作。
合面后,工作面轨顺端头采用ZYT13000/25/50D型端头支架配合液压单体支柱支护顶板。当最外侧支架到不采帮的距离大于1.0m,在架侧钢带下支设单体进行支护,单体柱距与钢带间距相同,单体排距不小于0.8m,不大于1.0m,单体支设后距支架、不采帮不大于1.0m。当最外侧支架到不采帮间距小于1.0m时,架侧不再支设单体。运输机机尾大架到不采帮的距离小于0.8m时,为保证安全出口畅通,必须进行扩帮工作。
2、在轨顺、运顺最外侧支架顶梁与掩护梁铰接销处支设切顶密集支柱,密集支柱单体柱距不大于0.5米。根据现场情况需要,密集支柱可拖后或超前不超过0.4m。最外侧支架外侧与巷帮宽度小于0.5m时,不再支设切顶密集。运顺切顶线采用巷尾支架维护顶板,随转载机拉移及时前移巷尾支架。
3、转载机机尾共布置1组巷尾支架,支架与转载机机尾处的推移横梁进行连接,依靠转载机进行拉移,由于与运输机机头、转载机及顺槽支架布置的相互制约,当拉移完转载机、巷尾支架后,再拉移顺槽支架,巷尾支架拉移步距为0.75m,即一硐一拉。转载机拉移完毕后,及时拉移巷尾支架,减少巷尾支架滞后距离。
4、为加强端头顶板管理,根据顶板情况,在两端头支架上铺设金属经纬网,网与网对接,用联网丝隔扣相联,两端头联网伸出采帮长度不少于0.3m,并与顺槽内铺设的顶网搭接,扣扣相联。必要时时在金属网下敷设倾向板梁、旧铁管或工字钢等加强支护。
5、两端头三角区前采帮的金属网在煤机截割前进行剪网,超前煤壁剪网不大于1.5m。
二、端头回撤操作要求及安全注意事项
1、当煤机进完机头进入正常割煤区段时,可进行机尾的密集支护回撤工作,但一次只准回一硐的距离。
2、回撤前,对回撤区域铺设的金属网进行检查,要保证完整,以防止涌矸造成回撤困难。
3、回撤密集支柱时,至少3人配合进行,两人作业,一人照明观察顶板和周围的安全状况。作业前先清理好退路,用放液工具将单体支柱放液后拉出。
4、矿压显现剧烈时,须加密密集支柱并支设斜撑支柱。
5、严格执行敲帮问顶、先支后回制度,严禁空顶作业,轨顺密集支柱处、运顺巷尾支架侧挂设警戒绳或警戒链,并悬挂“禁止入内”警示牌,任何人员严禁进入无支护空间作业或逗留。
6、回撤出的物料及时外运,确保出口及退路安全畅通
7、三角区剪网前,先检查确认顶板情况,排除隐患后再进行作业,剪网时由下往上进行。三角区处剪网时,至少两人配合进行,一人作业,一人监护。当作业人员在转载机进料口与运输机大架间剪网时必须将转载机和运输机停机,停电闭锁、挂牌上锁。当剪网区域有片帮危险,不能保证安全时,不再剪网。
8、拉移顺槽支架或端头支架前,先检查工作面、顺槽顶网连接情况,保证金属网连接可靠,不存在顶网、折网、缺扣等情况。
9、端头支架、顺槽支架、巷尾支架移架前,观察转载机、顺槽支架、端头支架之间是否有卡阻或其他影响,距支架前梁一硐距离内是否有单体未回撤,先整改后再进行相关作业。
10、根据端头顶板维护需要,在端头支架上板梁、旧铁管或工字钢等物料,必要时机头1#架上料伸出支架外侧,托住顺槽顶板。
11、端头支架、顺槽支架、巷尾支架拉移前确保作业范围内无相关作业人员,确保人员安全。端头其他作业,无关人员不得靠近,作业人员注意安全站位,清理好退路,保证安全作业。
12、拉移巷尾支架、顺槽支架人员要避开相应支架影响范围,采取远距离操作方式进行。
三、支架上网时的操作程序及要求
1、初次上网
(1)操作顺序:支护好上网空间→刮板输送机停机闭锁(在机头时转载机同时停机闭锁)→布网(→降支架顶梁)→压网→逐架上齐并把各片网联成一体。
(2)注意事项:①严格执行敲帮问顶制度,及时找掉煤壁上、架间不稳定煤(岩),掉顶片帮时进行临时支护;②上网人员与支架操作人员要听从指挥,配合协调;③刮板输送机停机闭锁(机头作业时需将转载机和刮板输送机都停机闭锁),工作段上下各10m范围内不准进行回柱和操作支架;④特殊情况下可以将板梁固定在网上,一同上到支架顶梁上;⑤当人员高度不够时,使用架设板梁的方法进行:板梁的一头搭接在稳固的煤壁上,另一头搭接在电缆槽或销排上;⑥一次降一架上一架,逐架上齐,相邻支架迈步前移压网。
2、联网
(1)操作顺序:支护好联网空间→布网→挂网→联网→吊网保证煤机通过空间。
(2)注意事项:①联网时停止相关支架操作;②严格执行敲帮问顶制度,及时找掉煤壁上、架间不稳定煤(岩),掉顶片帮时进行临时支护;③刮板输送机运行期间,人员严禁到煤壁前联网、吊网。人员需要到运输机内联网、吊网时,必须将运输机停机闭锁并用护帮板护好帮,用找顶工具找掉架间和煤帮上的危矸(煤);④时刻保证退路安全畅通;⑥联网标准和质量符合要求。
3、上板梁(工字钢)
(1)操作顺序:运输机停机闭锁→支护好上板梁(工字钢)空间→放网→收回上板梁(工字钢)区域支架护帮板→在金属网下架起板梁(工字钢)→打出支架护帮板将板梁(工字钢)挑起→拉移相邻支架将板梁(工字钢)上至顶板。
(2)注意事项:①上板梁(工字钢)时停止相关支架操作;②严格执行敲帮问顶制度,及时找掉不稳定煤(岩),掉顶片帮时进行临时支护;③刮板输送机、转载机停机闭锁,工作段上下各10m范围内不准进行回柱和操作支架;④一次操作一架,相邻支架迈步前移托起板梁;⑤时刻保证退路安全畅通;⑥当人员高度不够时,使用架设板梁的方法进行:板梁的一头搭接在稳固的煤壁上,另一头搭接在电缆槽或销排上;⑦现场有专人统一协调指挥;⑧操作支架,要由熟练的支架工进行操作。
第四节  顺槽顶板管理
一、轨道顺槽、运输顺槽的超前支护
工作面顺槽超前支护采用顺槽液压支架配合单体支护顶板,运顺采用1套2组ZT44800/25/45D型中置式超前支护液压支架支护顶板,支架高度2500~4500mm,顺槽支架布置在转载机两侧,在第一组顺槽支架前支设单体液压支柱。14315运顺以东沿空区域,超前支护距离不低于120m;14315运顺以西实体煤区域至距切眼480m区域,超前支护距离不低于60m。第一组顺槽支架外超前工作面60m区域隔一棚钢带支设一棵单体,超前工作面60m区域至120m区域每隔2棚钢带支设一棵单体。无冲击地压危险区域,超前支护距离不低于20m。运顺顺槽支架到不采帮的距离小于0.8m时,采取扩帮或调整顺槽支架和转载机,保证安全出口宽度符合要求;当顺槽支架到不采帮顶板压力显现时,在架侧钢带下支设单体进行支护,保证安全出口宽度符合要求。
轨顺合面前,采用2组ZYG13000/26.5/57D型过渡支架和3组ZYT13000/25/50D型排头支架配合单体液压支柱支护顶板,超前支护不少于40m。5组支架在靠近采侧支设,为有效支护顶板,在5组支架不采侧,距不采帮1.5m左右支设一排单体,每隔一棚钢带支设一棵。为更好维护顶板,可将5组支架提前拉出,在最后一组支架后至煤壁区域顶板钢带下支设两排单体,单体柱距与顶板钢带间距相同,支柱间人行道宽度不小于0.8m。。
轨顺合面后,采用1套5组ZT115200/25/45型中置式超前支护液压支架支护顶板,支架高度2500~4500mm,超前支护距离不少于40m。如受构造或采空区的影响顺槽局部区域压力较大,顺槽支架间的人行道宽度较小影响通风时,提前将顺槽超前支架外移,并在最后一组顺槽超前支架至机尾区域支设两排单体进行支护,单体柱距与顶板钢带间距相同,支柱间人行道宽度不小于0.8m。
两顺槽超前支护以外的区域巷道出现明显变形、断锚杆、撕裂钢带等现象时,应补打锚杆、锚索或在钢带下支设单体增加支护强度和支护范围。
在生产过程中,根据现场实际情况需要改变顺槽超前支护方式时,必须及时编制、修改补充措施。
当两顺槽矿压显现明显而导致顺槽断面缩小,影响正常通风、行人或运输时,按照专项措施要求进行放顶或扩帮卧底。
当两顺槽金属网锈蚀破裂时,及时进行补网;当巷道两帮鼓帮严重时及时支设贴帮单体,防止片帮伤人。
二、顶板离层仪管理
加强对工作面煤巷锚网支护区域的隐患排查,对于顶板离层仪深基点或浅基点任一显示离层值达到100mm以上区域,如是掘进期间该区域离层值已达到100mm及以上,并采取了加固措施,回采期间离层值未再继续增加,可以不进行加固处理。如回采期间离层值持续增加累积至100mm及以上时,或是原掘进期间离层值超过100mm并加固但离层值继续增加的,必须进行加固。 加固时采取在钢带下支设单体进行支护,支护范围为离层超限区域及两端各限长不少于2m。
三、顺槽支架的操作
(一)轨顺合面前超前支架操作
1、轨顺合面前,采用2组ZYG13000/26.5/57D型过渡支架和3组ZYT13000/25/50D型排头支架配合液压单体支护顶板。
2、支架外移采用集中拉移方式进行。支架拉移后及时支设单体点柱进行支护,正常情况下最后一组支架距煤壁不大于10m,当轨顺超前压力显现明显,鼓帮严重,顺槽支架间的人行道宽度较小影响通风时,需提前将顺槽支架外移至合适位置,并在最后一组支架至机尾区域支设单体点柱进行支护,柱距与钢带相同。每拉移完一次顺槽支架后,及时支设单体点柱,严禁拉移完支架后集中支护。
3、支架采用本架操作,第一组支架用地锚及¢34链条或用固定绞车绞车绳连接支架连杆固定,操作支架进行自移。其余支架均与前一组支架用链子连接采用自移方式进行拉移,一架拉移完毕后再操作另一架。
4、支架的拉移顺序:依次为第一组、第二组、第三组、第四组、第五组。
5、当顺槽超前影响范围发生变化时,可适当调整前后支架间的间距以增加支护距离,并调整支架的拉移顺序。
(二)轨顺顺槽支架操作
1、轨顺巷道共布置有5组顺槽支架,每两架为一组。顺槽最外侧的一组支架为锚固支架,其余四组支架为超前支护支架。
2、轨顺顺槽支架外移采用集中拉移,顺槽支架拉移后及时支设单体点柱进行支护,正常情况下最后一组支架距煤壁不大于10m,当轨顺超前压力显现明显,鼓帮严重,顺槽支架间的人行道宽度较小影响通风时,需提前将顺槽支架外移至合适位置,并在最后一组顺槽支架至机尾区域支设单体点柱进行支护。每拉移完一次顺槽支架后,及时支设单体,不少于两排,严禁拉移完支架后集中支护。
3、顺槽支架采用前、后组邻架操作,锚固支架由第二组支架操作,其余支架均采用前组操作后组的方式进行。为有利于顶板管理,每组内的两架支架单独进行操作,即一架拉移完毕后再操作另一架。
4、支架的拉移顺序:锚固支架、超前支架(依次为第一组、第二组、第三组、第四组)。锚固支架采用推的方式进行拉移操作,即将锚固支架靠采侧的一架(或不采侧的一架)降下,通过锚固支架与第一组超前支架间的连接推拉千斤顶将锚固支架推到位,其余支架均采用前一组支架拉后一组支架的方式进行操作。
(三)运顺顺槽支架操作
1、运顺巷道共布置2组顺槽支架,每组两架,分别布置在转载机两侧。靠转载机机头最近的支架为第一组,转载机机尾方向的为第二组。
2、由于运输机机头、转载机及顺槽支架布置的相互制约,顺槽支架拉移步距为0.75m,即一硐一拉。
3、支架拉移顺序为第一组、第二组。
(四)顺槽支架操作安全注意事项
1、严格执行《煤矿工人技术操作规程》中液压支架工的相关内容。
2、顺槽支架体积较大,在进行拉移操作时必须两人协调配合进行,一人操作,一人站在安全地点进行监护,不得站在支架活动范围。
3、在拉移顺槽支架过程中严禁其他人员通过。
4、在拉移顺槽支架前,必须对顶底板情况、支架状况、管路吊挂情况进行检查,确保安全后方可操作支架。
5、当支架顶梁离开顶板后,方可操作推移千斤顶和调架千斤顶,以免损坏千斤顶。
6、在拉移支架过程中要充分利用好侧调千斤顶,防止出现歪架,支架拉移到位后利用侧调千斤顶调整好支架的状态,保证前后支架成一条直线。
7、支架拉移受阻时,严禁强拉硬拽,查明原因处理好后方可继续进行操作。
8、底板松软时,液压支架的底座可能陷入底板,移架前,可在支架底座下垫上大板或道木,确保支架沿着底板前移,而不陷入底板。
9、每天安排专人对顺槽支架进行检修、维护。
(五)支设单体作业要求及安全注意事项
1、支设单体支柱前,认真检查周围顶帮情况查验顶板安全,严格执行敲帮问顶制度,排除安全隐患后,再进行作业,要确保工作人员的安全。
2、作业前检查液压系统管路是否完好,各处接头是否漏液,冲洗注液枪阀嘴,保持供液卫生清洁,确保注液枪工作正常。注液枪和供液管路损坏需要更换时,必须可靠的停掉管路上的截止阀,并正确卸压后方可进行。处理完毕供液前必须再次进行详细检查,确认无问题后应缓慢开启截止阀。
3、作业前检查支柱零部件是否齐全、完好,柱体有没有弯曲、凹陷、缺爪和漏液现象,严禁使用不合格支柱。
4、支设单体支柱时,每组不得少于三人,一人扶柱,一人供液,一人监护安全。
5、在钢带下支设单体支柱时,必须在单体顶部垫木垫板。支柱要与钢带可靠吻合,不得偏离钢带,不得打在浮煤、浮矸上。
6、支设悬浮单体后,支柱活柱必须使用双股铁丝固定在顶网或钢梁上,并使用硬性连接将单体支柱进行固定。
7、单体支柱后及时连绳防倒,联柱绳使用直径不小于6 mm的细钢丝绳或小链(1t以上葫芦链),绳的两端必须牢固生根在顶网或帮网上,联绳不得有余量,磨损、断丝严重时及时更换。
8、支柱必须达到额定的初撑力要求。活柱行程要求:支设最大高度应小于支柱设计最大高度0.1m,最小高度不小于0.2m。失效的单体要及时更换。
9、支设的单体支柱必须做到迎山有力。根据巷道高度的变化选择高度合适的单体支柱,单体支柱纵横成线,偏差小于±50mm。
10、支设单体支柱需要使用凳子登高作业时。凳子要放置牢靠,并安排专人扶持,凳子放置在单体支柱歪倒、顶梁掉落波及不到的区域。
11、在施工过程中,注液枪严禁扔在地上,作业完成后,必须将为注液枪供液的操纵阀回零,关闭截止阀,并将注液枪卸压、整理好管路。
12、两人抬物料时必须协调配和好,防止挤碰手脚;步调一致,防止滑倒。
13、回撤支柱时,一般每组不得少于三人,要一人观察顶板及周围情况,两人进行回柱工作。
14、回撤支柱必要时支设临时护身柱,然后清理好退路,按自下而上,由里向外的顺序进行回柱工作。
15、禁止用铁锤、镐等金属物体猛力敲砸支柱任何部位。
16、在围岩变形量大、顶板破碎、矿压显现剧烈的情况下,要采用远距离卸载,以保证人身安全。
17、遇到“无行程支柱”时,要先打好临时支柱,然后用挑顶或卧底等措施回撤。
18、单体三用阀与巷道走向方向一致,严禁对着巷道中间,单体支柱钻底100mm时必须穿鞋,鞋必须放在平整的底板上,不得歪斜。
四、安全注意事项
1、严格执行“敲帮问顶、先支后回”制度,严禁空顶作业,人员严禁进入无支护空间。
2、严格执行两巷顶板巡查制度,每小班指定专人对两顺槽沿途的顶板支护情况进行检查,发现顶板下沉、断锚杆、断锚索、钢带撕裂等现象时,及时采取措施进行处理。
3、支设单体支柱时必须确保迎山有力,当单体歪斜时,必须及时进行整改,防止推倒单体。
4、人员到端头三角区作业时,打紧护帮板,将运输机停机闭锁(运顺端头作业同时将转载机停机闭锁)。
5、工作面两顺槽必须备有一定数量规格齐全的支护材料。
6、支护用品使用前必须检查,确保完好,使用过程中对损坏的及时更换回收。
五、支护材料使用数量、备用数量
工作面两顺槽采用顺槽支架进行支护,原则上不再支设单体,当顺槽支架支护以外的区域出现顶板下沉等现象时,需要及时支设单体点柱进行加强支护。在两顺槽外段料场备用不少于10棵4.5m的单体、10根板梁、20块竹笆、20根撞楔、10根废旧的钢管及不少于10个铁鞋备用。
六、物料码放
备用材料存放在料场内,分类摆放整齐,实行挂牌管理,工作面需要时通过两巷辅助运输设备运入。铁鞋每摞不超过8个;单体液压支柱靠帮竖放时,堆放不超过3层,并用防倒绳拦于支柱上部1/3处防倒;平放时柱脚对齐,单排为一层,层间加木条隔开,每堆层数不超过5层,并用铁丝或钢丝绳防倒。高重心配件、物料用小链或手拉葫芦固定在帮部锚杆或单体支柱合适位置防倒。长短不一的物料应一头齐。生产过程中损坏或失效的支护材料要及时更换,更换下的材料应及时回收上井,严禁随意丢失。
附图6:143上16综采工作面两巷支护示意图。


第五节  矿压观测
一、矿压观测内容
(一)初采期间主要观测内容
1、工作面顶板运动规律、来压特征;
2、支架对顶板的适应性及控制效果;
3、超前支承压力影响范围和分布特点;
4、工作面三量观测(支架载荷、顶板下沉量、活柱压缩量);
5、巷道变形观测。
(二)日常观测内容
1、工作面支护质量监测。
2、顺槽支护质量监测。
(三)矿压观测仪表
工作面初次放顶及老顶初次来压期间用支架阻力记录仪监测工作面支架的支护压力变化情况;正常回采期间利用每组支架电液控装置压力传感器监测支架受力状态,单体液压支柱选用直读式压力表,测量工作面端头及顺槽内单体液压支柱的支护压力。
二、观测方法
1、支架支护阻力观测
工作面初次放顶及老顶初次来压期间用YHY60(B)型支架阻力记录仪监测工作面支架的支护压力变化情况,正常回采期间利用每组支架电液控装置压力传感器监测支架受力状态。
2、顶板统计观测
每个生产班对工作面顶板情况、支架支护状态等进行观察统计,对支架初撑力、端面距、断面冒高、立柱安全阀、煤壁片帮等异常的支架进行统计。
3、两巷支护质量监测
顺槽支架立柱安设YHY60(B)型支架阻力记录仪和YHY-60型矿用数字压力计监测支架受力状态,监测顺槽支架的支护情况。采煤区队负责对两顺槽顶板离层仪进行观察、记录,并建立专门的台帐进行统计,距工作面煤壁100m范围的顶板离层仪每班观察记录一次,工作面煤壁100m以外的顶板离层仪每周观察记录一次,每次将观察的数据记录在现场顶板离层仪管理牌板上,如发现顶板离层异常时,立即采取措施加强支护。
工作面初采期间矿压观测工作具体由技术科矿压组编制观测方案并实施,采煤区队安排兼职矿压观测人员协助技术科矿压组做好初采期间的矿压观测,并做好正常生产期间的工作面支护质量监测及两顺槽巷道变形观测。

第四章  生产系统
第一节  运输系统
一、煤炭运输
(一)运煤设备及煤炭装、转载方式
采用采煤机割、装煤并通过运输机前移装运底煤,运输机运出的煤通过桥式转载机、破碎机、胶带输送机运至溜煤眼运出。
(二)运煤路线
143上16工作面→143上16运顺→溜子通道→14317运顺→14310(西)轨顺→溜煤眼→十四采区运输机上山→北翼皮带石门→井底3#煤仓→主井→地面。
二、刮板输送机
(一)推移运输机
1、在移架后顺序推移运输机,滞后移架至少10m~15m,其弯曲段长度不得小于20m,不能出现急弯。推移步距为0.75m,推溜时必须依顺序进行,严禁相向操作。
2、当工作面提刀、刹刀造成推移受阻时,应采取措施,不得硬推,推移后的刮板输送机必须保持平、直。
3、停机后不得推移运输机,但两端头可以停机后进行推移。
(二)刮板输送机的使用管理规定及安全注意事项
1、严格执行《煤矿工人技术操作规程》中刮板输送机司机的相关内容。
2、坚持开水开机、停机停水,严禁无水开机。
3、人员进出工作面必须走安全出口,当安全出口宽度不够,要在现场悬挂“停机过人”的警示牌。
4、刮板输送机司机应控制好煤量,防止转载机过负荷,并监护好机头维护工作业时的安全,发现异常及时停机处理。当人员进入机头三角区作业时,运输机和转载机必须停机闭锁,运输机司机负责监护好闭锁。生产过程中运输机卸煤方向不得有人逗留。
5、运输机正常情况下不得重载停车,若出现压住刮板输送机的情况,应低速开动运输机或人工将运输机内煤矸清出,减少运输机的负荷,直至运输机恢复正常。
6、运输机与转载机搭接合理,接煤合适,避免出现拉循环煤现象。
7、用刮板输送机运送物料,必须有专人对物料运送情况进行观察,专人看护闭锁,发现异常及时闭锁停机进行处理,确认无问题后方可通知开机。拾取物料时必须停机闭锁,对易滚动的物料,应采取措施将其固定在运输机链条上。
8、生产过程中要加强对运输机各部位的监护,发现问题及时处理,不得带病运转。
9、人员到煤壁前检查、检修运输机时,必须将运输机停电闭锁、挂牌上锁,将护帮板打紧,严格执行敲帮问顶制度,找掉架前、架间的危煤(矸),以防架间漏煤(矸)和煤壁片帮伤人。
10、处理运输机故障时,可将故障部位开至工作面两端头处理的,在两端头采高小、顶板完好或有支护措施区域处理。
11、需进入运输机处理故障,护帮板下边沿距运输机溜槽上沿高度小于1.8m时,且护帮板打出后能可靠护帮,敲帮问顶,排除隐患后可直接处理故障。若护帮板下边沿距运输机溜槽上沿高度大于1.8m、小于2.5m时,且护帮板打出后能可靠护帮,使用板梁等进行可靠腰帮后再处理故障。若护帮板下边沿距运输机溜槽上沿高度大于2.5m时,采取挂网、打锚杆的方式后,再处理故障。
三、桥式转载机、破碎机
(一)转载机的拉移
1、转载机通过安装在转载机机身两侧的自移装置随着工作面的推进及时进行拉移。
2、拉移转载机前,应检查转载机与顺槽支架间是否有刮卡现象,同时清除导轨与行走轮之间的异物,确保拉移空间畅通。
3、拉移转载机前,检查拉移系统,确保所有管路完好、连接可靠,发现问题及时处理,严禁系统带病或隐患未排除就进行操作。
4、拉移转载机前,操作人员必须通知端头维护工、运输机司机、转载机司机、电站电工及转载机范围内的其他人员站到安全地点,电工要负责监护拉移过程中电缆情况,发现异常必须立即发出停止拉移信号,处理完毕后方可继续拉移。
5、转载机拉移完毕后及时将所有支撑千斤顶缩回,将转载机放平。
(二)转载机、破碎机的使用管理规定及安全注意事项
1、严格执行《煤矿工人技术操作规程》中转载机司机的相关内容。
2、每天安排专人检修转载机和破碎机,生产过程中及时检查转载机刮板、底梁及固定螺栓,发现问题及时处理。
3、转载机进料口设紧停装置,破碎机出料口设置挡矸帘。
4、转载机、胶带输送机运行期间,转载机司机不得离岗,要精力集中监视设备运行状态,发现异常及时停机处理。
5、生产过程中发现大块煤、矸卡住转载机、破碎机时,严禁强行开机,必须将运输机停机,将转载机、破碎机开关停电闭锁、挂牌上锁后进行处理。
6、转载机顶封板上严禁存放杂物,备用配件要摆放整齐,固定牢固。
7、加强转载机顶封板及天窗的完好性检查,防止人员掉入转载机。
8、转载机运行期间,人员严禁站在无顶封板区域的转载机挡板上,防止掉入转载机。
8、作业人员需要进入转载机内作业时,必须通知电站电工将转载机开关停电闭锁挂牌,电工做好记录,防止误送电,施工现场由运输机司机负责监护闭锁或者在闭锁按钮上挂设“有人工作,禁止打开”的警示牌;如转载机司机进入转载机作业时,必须由班长指定专人监护闭锁或者在闭锁按钮上挂设“有人工作,禁止打开”的警示牌。
9、检查、更换破碎机锤头安全注意事项:
(1)开空转载机,作业人员通知电站电工将破碎机开关和转载机开关停电闭锁、挂牌上锁,由电站电工挂设“有人工作,禁止送电”的停电牌。
(2)作业人员按下距破碎机最近的扩音电话闭锁按钮,将转载机和破碎机停电闭锁、挂牌上锁,并有专人监护闭锁或者在闭锁按钮上挂设“有人工作,禁止打开”的警示牌,同时向电站电工汇报进入转载机内作业人数,作业完毕后向电站电工汇报从转载机内出来的作业人数,电站电工做好记录。
(3)当破碎机完全停止运行并停电闭锁、挂牌上锁后,作业人员方可进入转载机内。
(4)作业完毕后,人员撤出后,必须由作业人员通知电站电工“施工完毕,可以送电”,并解除转载机、破碎机闭锁。
(5)在破碎机处监护闭锁人员必须坚守岗位,转载机内作业人员没有出来前,严禁解除闭锁。
四、胶带输送机
(一)自移机尾推移操作过程
1、随着采煤机割煤的推进,转载机沿着机尾导轨逐渐前移,当转载机前进到极限位置时,操纵控制阀,将调平油缸收缩,使滑靴抬起,机身下落,如果底板局部不平,部分调平油缸可以不完全收缩,以保证整机水平,然后将推移缸 活塞杆收回,这样本机以刮板转载机为支点前进一个行程。同时安装在机架上的皮带机机尾滚筒随之前移,胶带松弛,此时带式输送机应随着张紧胶带。在推移自移机尾前先将皮带机靠近本机头架的纵梁及 H 支架拆掉一组,以便于空出本机的行走空间(不小于 3m 的距离)。
2、自移机尾推移操作安全注意事项
(1)胶带输送机机尾自移时,操作人员必须密切注意行走小车和电缆车,发现卡阻时立即通知停止推移。
(2)操作人员必须及时清理滑道附近的浮煤,防止因堆煤造成推移、调整困难。
(3)皮带运转中严禁清理自移机尾非行人侧的浮煤。
(4)皮带运转中清理自移机尾行人侧浮煤时,应避开大煤量时间,防止皮带上的煤块飞出伤人。
(5)操作人员必须认真负责,严禁离开岗位,如确需离开时,必须闭锁皮带并上锁。
(6)操作人员拉移前,提前通知皮带尾附近人员离开。拉移后隔离手把打到零位。
(7)生产时,操作人员站在自移机尾操作阀旁,严禁靠皮带站立。
(8)人员进入皮带非行人侧拾杂物时必须在停机、闭锁状态下进行,并且一人作业,一人监护,开机时严禁人员进入皮带非行人侧。
(二)机身折叠式可伸缩带式输送机操作
1、可伸缩带式输送机折叠式机身,利用机身前部的牵引装置或气动马达绞车进行折叠机身拉移。
2、不允许带式输送机超载运行。
3、通往紧急停机开关的信道应无障碍物,定期检查这些开关是否处于完好状态。
4、各转载处应有足够照明设施。
5、人易接近的挤夹处应设防护栅。
6、应使各安全报警装置处于完好状态。
(三)胶带输送机的使用管理规定及安全注意事项
1、严格执行《煤矿工人技术操作规程》中胶带输送机司机的相关内容。
2、胶带输送机正常情况下不得重载停车,若出现压住胶带输送机的情况,不得强行启动,以防烧坏电机。
3、人员检修皮带、在皮带上作业或处理胶带输送机事故时,必须将皮带停电闭锁、挂牌上锁。
4、所有紧停开关都应灵敏可靠,皮带六大保护(驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置、温度保护、烟雾保护、自动洒水装置)应齐全、灵敏、可靠,安装位置合理,按要求定期进行试验或更换。
5、胶带输送机应保持正、直、稳和适当的张紧度。
6、在开机过程中严禁清理皮带下淤煤及煤泥,防止卷入托辊、滚筒或被皮带卡子挂住伤人。处理储带仓、改向滚筒下的淤煤及更换托辊时必须在皮带停机停电闭锁挂牌后进行。
7、皮带机托辊应转动灵活,不能缺托辊,托辊不转或损坏时,要及时更换;及时清理托辊下淤泥,严禁淤泥磨托辊或皮带。
8、发现皮带架有歪斜现象时,必须立即处理。
9、处理皮带储带仓问题前,必须将皮带停机闭锁,并仔细检查拖带车和小跑车的固定情况,确保牢固可靠后方可作业。
10、需要在溜煤眼上口作业时,联系好给煤机司机将给煤机停电,将胶带输送机、转载机开关停电闭锁挂牌,然后用大板将溜煤眼遮盖严实,人员佩戴保险带进行作业,保险带必须牢固生根。
11、机身折叠式可伸缩带式输送机操作安全注意事项
(1)驱动装置的调整及各种安全保护装置的调整应由专职人员操作进行。不得随意触动各种安全保护装置。
(2)当折叠机身处于上运工况时,一般使用机身前部的牵引装置进行折叠机身拉移,拉移前,确保拉移油缸、夹紧机构、承载轮组状态完好,没有卡阻情况,保证拉移安全进行。
(3)当折叠机身处于轨道平直且无上运工况时,一般使用机身前部的气动绞车进行折叠机身拉移,拉移前,确保钢丝绳钩头连接状态完好,当出现过载情况时,解除过载后再进行拉移,保证拉移安全进行。
(4)运行中操作人员应每天巡回检查,密切注意设备运行情况。特别注意电机温升、噪声;减速器的温升和噪声;转载点的转载状态;滚筒、托辊、清扫器、拉紧装置的工作状态;电控设备的工作状态。
(5)操作人员发现设备运行有异常时,应做好记录,紧急情况时应立即停机。
(6)吊挂机身应定期检查各托辊的运转及磨损情况,托辊应转动灵活,对转动不灵活的托辊应及时更换;每班定期检查机身中间架、H 支架及托辊支架之间的紧固情况,发现松脱或不牢应及时紧固;每班应定期巡查胶带运行情况,发现跑偏,及时调整,发现胶带接头异常或胶带磨损严重,应及时进行处理或修补;机身中间架、H支架及托辊支架在搬运过程中,应轻装轻放,防止各部件变形。
(7)折叠机身部分需经常检查承载轮的转动情况,保证每个承载轮均与轨道接触。
(8)输送机运转过程中,不得对输送带、托辊、滚筒进行人工清扫、拆换零部件或进行润滑保养。
12、皮带上除铁器处理所吸铁器程序及安全注意事项
(1)处理铁器前先对皮带开关停电挂牌。
(2)将皮带闭锁、上锁挂牌。
(3)将除铁器停电挂牌。
(4)将铁器拣出,回收至指定位置存放。
(5)将除铁器送电。
(6)处理所吸铁器必须严格执行以上步骤,并将相关设备进行停电后再处理。
五、辅助运输
(一)辅助运输设备及运输方式
运搬工区负责地面至141岩集轨边界提下车场范围内的运输,至工作面的剩余路段由采煤区队负责运输。其中141岩集轨边界提上下车场使用电瓶车运输或人力推车,两顺槽采用连续牵引绞车进行运输。
工作面需用或回收的材料、设备等用1.5t矿车、材料车及平板车装载,通过顺槽连续牵引绞车运进或运出工作面。
(二)运输路线
顺槽运输路线:地面←→副井←→井底车场←→北翼轨道石门←→新北翼轨道石门←→十四采区辅轨上山←→一中车场←→141岩集轨←→141轨边界提←→143上16轨(运)顺。
附图7:143上16综采工作面辅助运输系统示意图。
(三)安全设施要求
1、辅助运输安全设施必须符合《煤矿安全规程》、《东滩煤矿小绞车及提升斜巷轨道运输管理的若干规定》及本作业规程等相关内容。
2、按《煤矿安全规程》配齐安全设施,并确保行车语言信号灵敏可靠。
3、绞车钢丝绳必须按标准插接,并按要求使用保险绳,保险绳与主绳应牢固连接,保险绳必须符合相关规定。
4、不准用其他物品代替车销,车销要有防窜装置。
5、绞车固定地点的支护必须完整可靠,绞车使用地锚固定时,地锚必须锚固合格,地锚螺栓紧固到位;绞车使用单体支柱作压趄柱进行固定时,必须确保“四压两趄”齐全有效,压趄柱单体要采取有效的防倒措施。
6、连续牵引绞车尾轮生根铁鞋必须根据现场条件采用地锚或单体液压支柱固定。采用地锚固定时,地锚不小于12个,其中8根固定尾轮,4根用作尾轮留绳。采用单体液压支柱固定时,四压两趄,单体支设到顶板上,必须戴帽,单体及柱帽必须在顶板上牢固生根。单体初撑力必须大于等于18MPa、采取硬连接联锁防倒。
7、沿途的运输安全设施必须齐全、有效并正确使用,顺槽及提斜内的轨道铺设质量必须符合《窄轨铁道一般线路质量标准》。根据现场需要及时设置抗偏轮、托绳轮、压绳轮及天轮,防止绳路不对向或磨轨道、道枕及其他物体。
8、用皮带运输物料时严格按照专项措施进行作业。
(四)安全操作注意事项
1、严格执行《煤矿工人技术操作规程》中信号工、把钩工、小绞车司机等相关内容。
2、斜巷运输作业时严格执行“行车不行人,行人不行车”制度。无极绳运输时,运输区域严禁有人。
3、绞车司机、信号把钩工应严格执行操作规程,持证上岗,操作时集中精力,听准信号,严防误操作,发现问题及时处理。
4、运输地点要按有关规定悬挂填写正确的运输管理牌板,并严格执行有关规定。
5、严禁超挂车辆和在斜巷内摘挂钩头,挂车数量以辅助运输措施规定为准。
6、松车时严禁留有余绳,应先观察松车范围内情况,确保无问题后,方可松车,否则不得松车。
7、车辆载物应牢固封车。
8、装卸车前一定要将车掩好,禁止用砖、石或金属等易滑物掩车,必须使用留绳、掩车器或标准卡轨器掩车,卡轨器要成对使用,严禁在斜巷摘钩头及存放车辆。
9、平巷同方向推车时应时刻注意前方,不准低头推车,一次只准推一辆车;在轨道坡度小于或等于5‰时,两车的间距不得小于10m,坡度大于5‰时,两车的间距不得小于30m;当巷道坡度大于7‰时,严禁人力推车。严禁放飞车。
10、若车辆掉道或运行受阻时,不得死拉硬拽,应及时停车处理,处理期间绞车司机必须坚守岗位,刹好制动闸。
11、在顺槽、提斜运送物料以前,要派专人巡查要经过的路线有无行人或障碍物,巡查无误后方可发出信号运送物料。信号工发信号,一定要清楚正确,严禁用喊话或晃灯等代替信号。
12、开车前必须对绞车及各种安全设施进行检查,确保完好,确认无误后方可准备开车。
13、运输过程中绞车司机必须集中精力,如发现异常情况,必须立即停车采取措施,处理好后方可继续运输。
14、信号工发车前认真检查车辆连接情况,确认无误后方可发出开车信号。
15、运输途中需装(或卸)物料时,提前安排专职信把工手持信号机在预定车辆停车位置巷道地势较高并与轨道安全间距较大,且发生跑车时车辆不会通过的地点靠帮守候,运顺装卸物料人员可将皮带停电闭锁、挂牌上锁,躲至皮带上。装卸人员到达装卸地点的安全区域后,应及时告知无极绳绞车司机,并不得随意走动。车辆到位后及时打点停车。确认车辆已停稳可以进行阻车后,专职信把工用卡轨器或掩车器阻、掩牢车辆,然后装(或卸)物料。
16、轨道压块、螺栓按规定定期抹油,防止锈蚀难以拆卸。

 

 

第二节  通防与监控系统
一、通风系统
(一)通风方式
143上16综采工作面采用轨顺进风、运顺回风的“U”形全负压通风方式。
(二)风量计算
根据兖矿集团有限公司《关于修订印发矿井风量计算方法的通知》(兖矿集团发﹝2013﹞91号)文件规定进行风量计算。
1、按适宜温度计算
Q采=60×70%×V×S×K采高×K长,m3/min
式中:
V—采煤工作面合适风速(从表九中查取),m/s;V取1.3m/s。
S—采煤工作面通风断面积(按最大和最小控顶距的平均值计算),m2;S取15m2。
K采高—采煤工作面采高调整系数(从表十中查取);工作面采高为5.07m,K采高取 1.2。
K长—采煤工作面面长调整系数(从表十一中查取);采煤工作面面长161.3m,K长 取1.1。
采煤工作面风流气温与对应风速表         表 九
采煤工作面风流气温(℃) 采煤工作面风速(m/s)
<20 1.0
20~23 1.0~1.5
23~26 1.5~1.8
26~28 1.8~2.0
>28 2.0~2.5

采煤工作面采高调整系数表             表 十
采煤工作面采高(m) <2.0 2.0~2.5 >2.5 及放顶煤面
采高调整系数(k 采高) 1.0 1.1 1.2

 采煤工作面面长调整系数表             表  十一
采煤工作面面长(m) 面长调整系数(k长)
<50 0.80
50~150 0.80~1.10
150~260 1.10~1.40
>260 1.40~1.60

工作面需风量:
Q采=60×70%×V×S×K采高×K长,m3/min
Q采=60×70%×1.3×15×1.2×1.1
=1081.08m3/min
工作面需风量取1082m3/min。
2、按瓦斯涌出量计算:
Q 采≥q 采×K采通/c﹦0.4×1.4/0.8%﹦70 m3/min
式中:
c—采煤工作面回风流允许的最高瓦斯浓度,c 取0.8%;
q采—采煤工作面回风流平均绝对瓦斯涌出量,m3/min;(按2014年瓦斯鉴定相似工作面瓦斯实测值,瓦斯绝对涌出量为0.40m3/min。)。
K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,K采通取 1.2~1.6。(K采通取1.4)
3、按二氧化碳涌出量计算
Q采≥q采×K采通/c﹦1.36×1.4/1.5%﹦127m3/min
式中:
c—采煤工作面回风流允许的最高二氧化碳浓度,c 取 1.5%;
q采—采煤工作面回风流平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;(按2014年瓦斯鉴定相似工作面二氧化碳实测值,二氧化碳绝对涌出量为1.36m3/min)。
K采通—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,K采通取 1.2~1.6。(K采通取1.4)
(三)风量验算
计算出采煤工作面风量后,按人数及风速进行验算,应不低于验算值。具体验算方法如下:
1.按人数验算:
Q采>4×N﹦4×26﹦104 m3/min
式中: N—采煤工作面同时工作的最多人数,人;N取26人。
2.按风速验算:
(1)验算最小风量 :
Q采>60×0.25×S﹦60×0.25×16﹦240m3/min
式中:
0.25—采煤工作面允许的最低风速,m/s;
S—采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;S取16m2。
(2)验算最大风量:
Q采<60×4.0×S﹦60×4.0×S<60×4×14﹦3360m3/min
式中:
4.0—采煤工作面允许的最高风速,m/s;
S—采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;S取14m2。
(3)综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,验算最大风量
Q采<60×5.0×S﹦60×5×14﹦4200m3/min
式中:
5.0—采煤工作面允许的最高风速,m/s;
S—采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;S取14m2。
需风量选择
经按人数、风速验算,采煤工作面需要风量选择为:工作面生产期间需风量为1082m3/min。
(三)通风路线
1、新鲜风流
地面→副井→井底车场→北翼轨道石门→十四采区轨道上山→一中车场→141岩集轨→141轨边界提→143上16轨顺→143上16综采工作面。
2、乏风流
143上16综采工作面→143上16运顺→14317运顺→十四采区边界运输巷→14311西运顺→1410运1#提(2#提)→1410岩集运→北翼西皮上山→北西翼回风通道→45运(44轨)→西翼总回风巷→西风井→地面。
(四)反风系统
1.新鲜风流:
地面→副井→井底车场→北翼轨道大巷→十四采轨道上山→14310东轨顺1#提→14310西轨顺→14317运顺→143上16运顺→143上16综采工作面。
2.乏风:
143上16综采工作面→143上16轨顺→141轨边界提→141岩集轨→141轨回风联→45岩集运(44岩集轨)→西翼总回风巷→西风井→地面。
二、瓦斯防治
(一)工作面瓦斯涌出分析
东滩煤矿2014年矿井瓦斯等级鉴定结果为瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量0.09m3/t,二氧化碳相对涌出量1.22m3/t。143上16综采工作面位于北翼十四采区西部,东西走向布置,其南面为143上02西分层综采工作面采空区,切眼东部为143上03西分层综采工作面采空区,东半部北面为14315综放面采空区,西半部北面为实体煤,143上16综采工作面瓦斯来源主要为煤层赋含瓦斯、14315采空区、143上03西分层综采面采空区、143上02西分层综采面采空区和本面采空区瓦斯。因此,在回采过程中,必须加强瓦斯监测及管理,摸清瓦斯产生及涌出规律,及时采取有效的预防措施,防止瓦斯事故的发生。
(二)瓦斯检查
1、瓦斯检查设点:工作面风流、回风隅角、工作面回风流、带式输送机头、移动变电站、3台及以上机电设备地点。
2、瓦斯检查要求:专职瓦检员负责工作面日常瓦斯巡回检查,工作面风流、回风隅角、工作面回风流每班检查2次;测风员负责带式输送机头、移动变电站、3台及以上机电设备站的瓦斯检查,每旬检查1次。每次检查结果必须记入瓦斯检查手册和检测地点的瓦斯检查牌板上。工作面风流、回风隅角、工作面回风流每次检查结果必须告知采煤工区现场跟班人员,并由采煤工区现场跟班人员签字确认。每次检查结果及时向通防调度汇报,特殊情况下随时汇报。当瓦斯浓度超过规定时,必须按照《煤矿安全规程》第136、138、139、149条规定进行处理,并立即向矿调度室汇报。
(三)瓦斯监(检)测
1、利用安全监测系统加强工作面的瓦斯监测。
(1)在143上16综采工作面回风隅角、143上16运顺距采面煤壁不大于10m处、143上16运顺与14317运顺交岔点以东10~15m处各安设1台甲烷传感器,143上16运顺内每500m增设1台甲烷传感器,连续监测工作面回风隅角、工作面回风流、工作面回风巷中瓦斯浓度。
回风隅角甲烷传感器报警浓度为≥0.8%CH4,断电浓度≥1.0% CH4,复电浓度﹤0.8% CH4,断电范围是143上16综采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
工作面甲烷传感器报警浓度为≥0.8%CH4,断电浓度≥1.0% CH4,复电浓度﹤0.8% CH4,断电范围是143上16综采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
回风流甲烷传感器报警浓度为≥0.8%CH4,断电浓度≥0.8% CH4,复电浓度﹤0.8% CH4,断电范围是143上16综采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
每500m增设的甲烷传感器报警浓度为≥0.8%CH4,断电浓度≥0.8% CH4,复电浓度﹤0.8% CH4,断电范围是143上16综采工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(2)加强瓦斯电闭锁装置的日常维护,定期标校,确保灵敏可靠。当瓦斯超限或监控系统报警时,必须按规定停电、撤人,并及时查明原因进行处理。
2、加强采煤工作面回风隅角瓦斯监(检)测
每周对回风隅角气体取样分析1次,分析内容为:CH4、CO、CO2、O2、N2、C2H6、C2H4、C2H2等八种气体浓度,并建立监测记录。
回风隅角敷设束管,每天对回风隅角的气体成分至少分析1次。
3、利用瓦斯检测仪检测
采煤工作面班长将配带的甲烷氧气两用仪悬挂在工作面回风隅角切顶线处,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道煤壁不小于200mm,对甲烷、氧气进行连续监测。
采煤机截割过程中,采煤机司机随身携带便携式瓦检仪或吊挂在采煤机机身上,并置开启状态,有效检测气体浓度;停止工作时,将便携式瓦检仪悬挂在采煤机机身上。
4、其他监测预防方法
工作面回风隅角有害气体浓度达到或超过《煤矿安全规程》规定时,必须立即查明原因、有效分析处理,现场采用挡风帘、压风扩展器等方法稀释有害气体浓度。
为防止顶板初次来压时顶板大面积垮落,造成采空区内有害气体大量涌出,生产技术科对顶板矿压显现情况进行检测,及时预报来压时间和来压步距,并编制预防措施。
(四)电气设备管理
加强工作面及回风侧电气设备的日常检查维护,杜绝电气设备失爆。
三、综合防尘
(一)防尘管路系统
143上16综采工作面的防尘用水由地面水池供给。
1、供水路线
地面水池(Φ219×10)→副井井筒(Φ219×10)→井底车场(Φ219×10)→北翼皮带石门(Φ159×10)→北翼轨道石门5#联(Φ159×10)→北翼轨道石门(Φ159×10)→新北翼轨道石门(Φ159×10)→十四采区辅轨上山(Φ159×10)→一中车场(Φ108×4.5)→141岩集轨(Φ108×4.5)→141轨边界提(Φ108×4.5)→143上16轨(运)顺(Φ108×4.5)→143上16工作面。
2、供水管安装要求
运顺供水管路安装在回采侧,吊挂高度为最低点距巷道底板不低于1.0m,选用Φ108mm的钢管,每50m安1个三通及1个D20mm阀门,每个三通阀门上安装1条Φ13mm、长25m的洒水消防专用胶管,消防洒水软管配备必须统一,软管及控制阀门设人行道一侧。供水管路在煤流转载、装运、溜煤眼处安装支管三通及阀门,在运顺进口处安装1个具有反冲功能的水质过滤器,其目数不少于120目。运顺供水管给防尘水幕和各转载点供水,为工作面防尘及设备冷却提供用水。
轨顺供水管路安装在回采侧,吊挂高度为最低点距巷道底板不低于1.0m,选用Φ108mm的钢管,每50m安1个三通及1个D20mm阀门。在轨顺进口处安装1个具有反冲功能的水质过滤器,其目数不少于120目。轨顺供水管给防尘水幕供水。
(二)综合防尘措施
1、工作面顺槽入口必须安设反冲洗水质过滤器,过滤网不少于120目;工作面泵站过滤器过滤网不低于150目。
2、采煤机内外喷雾
(1)采煤机截齿必须完好,对磨损的截齿及时更换,保持齐全完好,以确保内喷雾有效使用。
(2)采煤机内外喷雾降尘:采煤机安装内、外喷雾装置,并在泵站处用加压泵对内外喷雾加压,加压泵额定压力不低于16MPa,加压泵站供水压力不低于8MPa。截割时开启采煤机内、外喷雾进行降尘,喷嘴喷出的水雾能够覆盖滚筒周围,有效捕捉滚筒割煤时产生的煤尘。
(3)使用管理好采煤机的喷雾系统。加强管理,每天检修、维护,保证采煤机具有良好的内喷雾系统,无堵塞及缺喷嘴现象。
3、液压支架喷雾
工作面每个支架安设不少于5个喷嘴,实现移架、割煤自动喷雾。
(1)工作面安装智能自动喷雾装置,每个支架安装1组喷雾降尘装置。工作面割煤时,自动开启采煤机滚筒上方的顶梁前端喷雾和回风侧2~5组架间喷雾。
(2)工作面支架移架操作阀与移架喷雾控制阀联动,移架操作时,自动开启回风侧临架2~5组架间喷雾。
4、煤流运输环节的降尘
工作面煤流运输系统喷雾主要包括刮板运输机转载点喷雾、破碎机处喷雾、转载机转载点喷雾及胶带输送机转载点喷雾。
(1)工作面刮板运输机转载点喷雾装置应固定在转载机挡煤板上,安装2组,每组不少于3个喷嘴,前后布置,确保始终有1组喷雾有效覆盖转载处。
(2)破碎机应进行有效封闭,并安设自动喷雾装置。
(3)运顺皮带运输系统各转、卸载点安装喷雾降尘装置,每组转载喷雾设施不少于2个喷嘴,并实现自动化。
(4)溜煤眼上口安装喷雾装置,对卸载点喷雾除尘。为避免溜煤眼窜仓事故,当煤体含水量较大时溜煤眼上方的喷雾设施可不喷雾。在溜煤眼上口卸载点处安装捕尘罩,并能够覆盖整个卸载点。
5、净化水幕降尘
143上16综采工作面轨顺设置1道净化水幕,运顺设置2道净化水幕,工作面轨顺、运顺净化水幕必须能够覆盖全断面。
(1)143上16轨顺与消火道交岔点以东不大于100m处安设1道自动净化水幕,且能够覆盖全断面。
(2)143上16运顺第1道自动净化水幕设在距工作面不超过100m处;第2道自动水幕设在143上16运顺与14317运顺交岔点以东不大于100m处;第2道净化水幕与捕尘帘配合使用。
(3)捕尘帘的安设标准必须符合《采掘工作面捕尘帘的安装使用标准》,并做好日常检查维护。捕尘帘网孔尺寸不大于3mm×3mm,定期清理、冲刷,保持完好。
6、煤层注水降尘
煤层注水降尘是工作面最有效的防尘技术,在煤层开采前在煤体中打钻孔,通过钻孔向煤体注入静压力水,水沿着煤体的裂隙渗透于煤体中,增加煤体的水分,减少原生煤尘,并且使煤层湿度增加、强度降低、塑性增大,减少采煤作业的次生煤尘。
(1)煤层注水方式
工作面面长为161.3m,采用轨、运顺双向钻孔静压注水,注水压力为不低于2.0 MPa。
(2)煤层注水系统
煤层注水采用静压注水方式,顺槽注水直接由供水干管供水,注水系统由压力表、流量表及高压胶管组成。
(3)钻孔参数
工作面形成系统以后,分别在工作面轨、运顺距开切眼50m处开始,向外每15m施工1个注水钻孔,对工作面煤层进行超前注水。注水钻孔总长度不小于工作面长度2/3,即不少于107.6m;轨顺、运顺钻孔长度均为53.8m,孔径为65mm,封孔长度为10m,选用Φ15mm钢管作封孔管,固帮特封孔,封孔必须封固、封严。
 (4)注水量
每孔注水量按下式计算:
  Q=KX×L×B×M×W×q=127.04m3
式中:Q—每孔注水量 m3;
  Kx—钻孔前方煤体润湿系数,取1.15;
  L—钻孔长度,取53.8m;
  B—钻孔间距,取15m;
  M—开采厚度,取5.07m;
  W—煤的密度,取1.35t/m3;
  q—吨煤注水量,取q=0.02m3/t。
7、冲刷煤尘
严格执行洒水制度,工作面及回风巷距工作面100m范围每班至少洒水除尘一遍,回风巷距工作面100m以外的区域每天至少1次,进风巷每15天洒水除尘一遍,以消除积尘,杜绝煤尘堆积,防止煤尘爆炸。每次冲尘结束后应及时填写冲尘管理牌板。
8、个体防尘
工作面采煤机司机、支架工及回风流工作的作业人员,必须佩戴防尘口罩,做好个体防护工作。
(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施
1、在工作面轨顺、运顺距工作面60~200m安装第1组隔爆水袋,顺槽内每200m各布置1组隔爆水袋,每组水袋单位面积水量不小于200L/m2。
2、隔爆水袋安装质量和安装位置必须符合《煤矿安全规程》的规定。
3、隔爆水袋每周清刷一次,保持水质清洁,保证水量充足。
4、洒水灭尘,杜绝煤尘堆积。
5、隔爆水袋随工作面的推进及时外移,隔爆水袋的外移、安装、注水及维护工作由通防工区负责完成。
四、防治煤层自然发火
143上16工作面所采煤层为3层煤,经2002年矿井自然发火危险等级鉴定,东滩煤矿3层煤属自燃煤层,自然发火期一般为3~6个月。
143上16综采工作面南临143上02西分层综采工作面采空区,切眼东部为143上03西分层综采工作面采空区,东半部北面为14315综放面采空区,西半部北面为实体煤,143上16综采工作面回采期间,易形成漏风通道,因此防止漏风是预防自然发火的关键。
(一)防火监测系统
利用安全监测系统做好早期防火预测预报工作,超前进行防火排查。
1、在143上16运顺与14317运顺交岔点以东10~15m处安装CO传感器,利用安全监测系统连续监测工作面回风巷中一氧化碳气体浓度。
2、在工作面回风隅角、回风流安设束管,利用束管监测系统,对工作面回风隅角及回风巷中的气体进行分析。
3、加强轨顺沿空侧自然隐患排查,对自然发火隐患地点施工钻孔,设置温度监测探头,进行温度监测。
4、每班对工作面回风隅角、回风巷中的一氧化碳气体进行检测,每周采集气样进行1次分析,分析内容包括CH4、CO、CO2、O2、N2、C2H6、C2H4、C2H2等八种气体浓度。
5、对安全监测系统监测的数据应及时进行分析,发现温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、有毒有害气体浓度超过《煤矿安全规程》第100条的规定或升高较快时,要及时采取措施,进行处理。当危及工作人员安全时,必须及时组织撤离人员。
(二)综合防火措施
1、注浆(N2、CO2)
采用北风井制浆站或矿内制浆站集中制浆,管路静压注浆方式,对143上16工作面有自燃隐患地点实施注胶、注浆的防火措施,停采线采用预埋管路注浆;采用矿内注氮系统及液态CO2压注系统,对143上16工作面有自燃隐患地点实施注氮(CO2)的防火措施。
(1)注浆路线:
北风井地面注浆站(Φ159×6)→北风井(Φ159×6)→北翼总回风巷(Φ159×6)→145岩集轨(Φ108×4.5)→十四采区回风上山(Φ108×4.5)→141岩集轨(Φ108×4.5)→141轨边界提(Φ108×4.5)→143上16轨、运顺(Φ108×4.5)→143上16工作面。
矿内注浆站(Φ159×10)→井底注浆平台(Φ159×10)→西翼皮带石门(Φ159×10)→A、B皮带联 (Φ159×10)→东翼皮带石门(Φ159×10)→14采扩大区车场(Φ159×10)→14采扩大区皮带巷(Φ108×4.5)→141岩集轨(Φ108×4.5)→141轨边界提(Φ108×4.5)→143上16轨、运顺(Φ108×4.5)→143上16工作面。
(2)注氮(CO2)路线:
地面制氮系统(CO2系统)→立管→西翼皮带石门→A、B皮带联络巷→东翼皮带石门→14采扩大区车场→14采扩大区皮带巷→14采扩大区皮带巷4#联→14采扩大区轨道巷→141岩集轨→141轨边界提→143上16轨、运顺→工作面。
2、均压防火
在工作面风量满足需要的情况下,尽量降低风量,减少工作面上、下端头的压差,减少采空区漏风。工作面停采后及时调整工作面通风系统,将风量调整至正常生产风量的1/2。工作面停采后及时对停采线进行封闭,对采空区实施区域性均压,减小停采线两端的压差。
(三)防火要求
1、工作面回采前应按《煤矿安全规定》要求,在工作面两顺槽分别设置防火门和防火板材。
2、工作面煤层的自然发火期为3个月~6个月,回采期间,应加强采煤工作管理,提高回采率,减少丢煤,保证正规循环进尺。工作面的推进速度不小于80m/月,否则必须制定专项防火措施。
3、工作面两顺槽甩入采空区后不及时冒落时,每隔30m~50m在两顺槽端头处各砌筑一道碎煤墙,减少采空区漏风。
4、在开切眼、停采线、断层处及煤层自燃隐患点必须预留注浆管路,利用注浆、注胶、注氮等防火措施,综合治理。
5、工作面回采结束后,风量降至500 m3/min~600m3/min,制定通防管理措施。
6、工作面生产结束后应及时撤除各种设备,必须在45天内进行永久封闭。
五、安全监测系统
(一)安全监控系统
东滩煤矿现用北京康斯培克环保系统设备有限公司生产的KJ31N型安全监控系统。
1、监控线路
地面→副井→井底车场→北翼轨道石门→新北翼轨道石门→十四采辅助轨道上山→十四采一变电所(P2782区域控制器)→十四采一中车场→141岩集轨→141轨边界提→143上16运顺→143上16综采工作面回风隅角。
2.传感器设置
在143上16综采工作面回风隅角、143上16运顺距采面煤壁不大于10m处、143上16运顺与14317运顺交岔点以东10~15m处各安设1台甲烷传感器,143上16运顺内每500m增设1台甲烷传感器;在143上16运顺设置1台风速传感器;在143上16运顺与14317运顺交岔点以东10~15m处设置一氧化碳、温度、粉尘传感器各1台;在141轨边界提、143上16消火道风门上安装风门传感器,在煤机、刮板运输机的电缆上各安装1台设备开停传感器。
(二)束管监测系统
东滩煤矿现用邹城南煤科技有限公司生产的JSG-7型束管监测系统。
1、束管线路:
地面→副井→井底车场→北翼轨道石门→新北翼轨道石门→十四采辅助轨道上山→十四采一中车场→141岩集轨→141轨边界提→143上16运顺→143上16综采工作面回风隅角。
2、监测点设置
在143上16综采工作面回风隅角、143上16运顺与14317运顺交岔点以东10~15m处各设置1个监测点。
(三)人员定位系统
东滩煤矿现用中煤科工集团重庆研究院生产的KJ251A型煤矿人员管理系统。
1、人员定位线路
地面→副井→井底车场→中央变电所→北翼轨道石门→十四采区轨道上山→十四采区1#变电所(分站)→141岩集轨→141轨边界提→143上16轨、运顺。
2.人员定位分站、读卡器设置
人员定位分站设在十四采区1#变电所,其供电电源取自所内照明综保。
在143上16运顺与14317运顺交岔点以东大于50m、在143上16轨顺与消火道交岔点以东大于50m分别设置1台读卡器。
六、通防及安全监测安全注意事项
1、加强通风管理,确保工作面的风量达到设计要求,风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因造成风流不畅时,应立即停止采煤进行整改,整改完毕后再恢复生产。
2、确保工作区域内空气成分满足要求,保证进风流中的氧气浓度不低于20%,其他气体浓度符合安全规程规定。
3、各工班长必须认真履行瓦斯检查员手册签字制度,及时掌握工作面CH4浓度的变化情况,必要时按要求组织人员撤离。
4、认真执行设计的综合防尘措施,保障防尘用水有充足的水量和符合要求的水压。
5、对工作面的注浆要按规定进行检查,确保其施工质量,达不到设计要求的,要及时采取补注或采取其他补救措施。
6、爱护通风、防尘、安全监测设施,每班检查一遍通风设施和监控设备,发现损坏及时向调度室汇报。对监测束管应及时进行回撤。
附图8:143上16综采工作面防尘注浆系统布置图。
附图9:143上16综采工作面监测通讯系统布置示意图。
附图10:143上16综采工作面瓦斯电控制示意图。
第三节  排水系统
一、排水方式
两顺槽均通过敷设的Φ108排水管路,按照工作面最大涌水量的1.5倍配置排水设备排水,工作面排水能力不低于45m3/h。
现有排水设备统计表                  表 十二
巷道名称 排水地点 排水泵型号 排水泵流量(m3/h) 扬程(m) 备注
14316轨顺 17Y14点处 BQS40-30-7.5 40 30 
14316运顺 17G10西45m BQW60-50-22 60 50 
14316运顺 备用水泵 BQW100-55-30 100 55 
现有排水设备完全满足工作面排水要求,需维护好现有排水设备。
二、排水路线
143上16轨运顺排水路线:
143上16轨、运顺→141岩集轨→一中车场→十四采辅助运输机上山→北轨石门→井底车场→井底水仓
三、安全注意事项
1、加强工作面生产过程中顶、底板和相邻老空区水情观测,遇到涌水等异常现象,及时采取措施并向矿调度室汇报。
2、巷道低洼处安设排水泵位置应施工集水池,排水管路应与潜水泵相互匹配,以便及时排水,防止工作面和顺槽积水对生产造成影响。
3、根据工作面最大涌水量的1.5倍配置排水设施,顺槽内必须配备完好符合排水能力的备用水泵,做到能随时更换,并设专人负责管理。
4、排水泵使用过程中,派专人负责定期清理集水池内的淤泥、杂物,维修管理好排水设备和管路,确保排水正常。
5、在积水池位置的巷道醒目处悬挂“此处有水坑,请注意安全”警示牌,防止人员误入。
第四节  供电系统
一、高压供电系统
1、供电情况
143上16综采工作面动力来源于十四采1#、4#变电所工作面总装机容量为10655kW,其中1#、2#、3#固定变电站的负荷容量为6195kW,4#、5#、6#、7#、8#、9#、10#固定变电站的负荷容量为4460kW。6000V高压供电线路全长2500米,3300V固定电站供电线路全长约1300米,供电线路如下:
6000V高压供电路线:
十四采1#变电所→十四采辅轨上山→141岩集轨→固定变电站
十四采4#变电所→14310东轨顺1#提→固定变电站
3300V供电线路:
固定变电站→141岩集轨14°斜巷→141边界提14°斜巷→143上16运顺→用电设备
2、负荷统计  
参见负荷统计表(表十三)。
电气设备负荷统计表          表 十三
序号 设备名称 规格型号 We(kW) Ie(A) Ue(KV) 台数
1 采煤机 MG900/2310-WD 2310 500 3.3 1
2 刮板运输机 SGZ1200/1710 2×(855/430) 2×(180/130) 3.3 1
3 桥式转载机 SZZ1200/700 700/350 150/99 3.3 1
4 转载溜子 SZZ1200/700 700/350 150/99 3.3 1
5 转载溜子 SZZ1200/525 525/263 114/75 3.3 1
6 破碎机 PLM-3500 2×250 54 3.3 2
7 乳化液泵 BRW-400/37.5 3×315 3×68 3.3 3
8 喷雾泵 BPW516/16 2×160 2×35 3.3 2
  BPW315/16 110 70 1.14 1
9 皮带机 DSJ120/180/
2×315 2×315 2×180 1.14 1
  DSJ120/180/
3×315 3×315 2×180 1.14 1
  DSJ120/180/
4×315 4×315 2×180 1.14 1
 合计  10655   
3、负荷分配:
I高防开关负载1#固定变电站:1#固定变电站(KBSGZY-2500/6/3.4)为一部MG900/2310-WD采煤机供电,额定负荷为2310kW。
II高防开关负载2#固定变电站:2#固定变电站(KBSGZY -2500/6/3.4)为SGZ-1200/1710刮板运输机机头及SZZ-1200/700转载机供电,额定负荷为1555kW。
III高防开关负载:3#、4#固定变电站:3#固定变电站(KBSGZY -2000/6/3.4)为SGZ-1200/1710刮板运输机机尾和一部PLM-3500破碎机、一部SZZ-1200/700转载溜子和转载溜子破碎机供电,额定负荷为2055kW。4#固定变电站(KBSGZY-1000/6/1.2)为DSJ-120/180/2×315皮带机1#、2#电机供电,额定负荷为630kW。
IV高防开关负载:5#、6#固定变电站:
5#固定变电站(KBSGZY-1500/6/3.4)为三台BRW400/37.5乳化泵,两台BPW516/16清水泵供电,额定负荷为1265kW。
6#固定变电站(KBSGZY-630/6/660)为一台BPW-315/16清水泵供电,额定负荷为110kW。
Ⅴ高防开关负载:7#固定变电站:
7#固定变电站(KBSGZY-1250/6/1.2)为DSJ-120/180/3×315皮带机1#、2#电机供电,额定负载为945kW。
VI高防开关负载:8#、9#固定变电站:
8#固定变电站(KBSGZY-1500/6/3.4)为一部SZZ1200/525转载溜子供电,额定负载为525kW。
9#固定变电站(KBSGZY-800/6/1.2)为一部DSJ-120/180/4×315皮带机两台电机供电,额定负载为630kW。
10#固定变电站(KBSGZY-800/6/1.2)为一部DSJ-120/180/4×315皮带机两台电机供电,额定负载为630kW。
4、电气设备以及供电电缆
参见工作面电缆选择统计表(表十四)及电气设备选型统计表(表十五)。
工作面电缆选择统计表      表十四
供电部位 电缆型号 数量
(根) 每根长
度(米) 电压
等级(kV) 备注
运顺高压 MYJV-3×185+3×25/3+JS 20 250 6 变电所高防→电站高防
组合开关 MYPTJ-3×120+3×25/3+JS 7 250 3.3 电站高防→组合开关
 MYPTJ-3×185+3×25/3+JS 11 250 3.3 电站高防→组合开关
采煤机 MCP3×185+1×50+4×10 1 260 3.3 组合开关→采煤机
刮板运输机 MCPT-3×70+3×25/3+3×6 1 260 3.3 组合开关→前机尾电机
 MCPT-3×50+3×25/3+3×6 1 260 3.3 组合开关→前机尾电机
 MCPT-3×70+3×25/3+3×6 1 90 3.3 组合开关→前机头电机
 MCPT-3×50+3×25/3+3×6 1 90 3.3 组合开关→前机头电机
转载机 MCPT-3×70+3×25/3+3×6 1 50 3.3 组合开关→转载机电机
 MCPT-3×50+3×25/3+3×6 1 50 3.3 组合开关→转载机电机
破碎机 MCPT-3×50+3×25/3+3×6 1 50 3.3 组合开关→破碎机电机
乳化液泵 MCPT-3×95+3×25/3+3×6 3 50 3.3 组合开关→泵电机
喷雾泵 MCPT-3×95+3×25/3+3×6 3 50 3.3 组合开关→泵电机
皮带机 MCPT-3×70+3×25/3+3×6 5 50 1.14 变频开关→皮带电机
转载机 MCPT-3×70+3×25/3+3×6 2 50 3.3 组合开关→转载机电机
 MCPT-3×50+3×25/3+3×6 2 50 3.3 组合开关→转载机电机
转载溜子破碎机 MCPT-3×50+3×25/3+3×6 1 50 3.3 组合开关→皮带电机
皮带机 MCPT-3×70+3×25/3+3×6 4 100 1.14 变频开关→皮带电机

电气设备选型统计表         表  十五
序号 设备名称 规格型号 台数
1 高防开关 BGP9L-400/6 6
2 固定变电站 KBSGZY-2500/6/3.4 2
  KBSGZY-2000/6/3.4 3
  KBSGZY-1000/6/3.4 3
  KBSGZY-800/6/660 1
  KBSGZY-1250/6/1.2 1
3 矿用隔爆兼本质安全型组合开关 KJZ2-2400/3300-9 1
4 矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器 QJZ800/1140(660)-2 4
5 矿用隔爆兼本质安全型双回路真空电磁起动器 QJZ500/3300-4 2
6 矿用隔爆兼本质安全型四回路真空电磁起动器 KJG-2×400/3.3S-8 1
7 变频开关 BPJ-500/1140 7
8 通讯控制装置 KTC101 3
二、电器整定计算
电器整定参见表十六:电器设备整定值数据表。

           电器设备整定值数据表          表  十六
控制设备名称 电机电流额定值 过载整定值 过流整定值
采煤机电机 450 495 3960
刮板输送机电机 185/130 203/143 1624/1144
桥式转载机电机 150/99 165/109 1320/872
连续破碎机电机 54 59 472
乳化液泵电机 68 75 /
喷雾泵电机 35/120 38/132 /
胶带输送机电机 315 346 /
转载溜子 150/114 165/125 /
三、660V供电
143上16综采工作面两顺槽低压供电来自141岩集轨配电点,然后经一台KBSGZY-630/6型变压器后分别为两顺槽绞车、照明、排水等低压用电设备供电。
四、电气维修的一般规定
1、电工作业应严格执行《煤矿工人技术操作规程》中电气设备操作工的相关部分。
2、电工要熟炼掌握电气设备的原理、性能和相关维修技术并严格执行有关规定。
3、严格执行停、送电和验、放电制度,严禁带电作业,严格执行集团公司(2014)122#文《停送电管理规定》相关内容。检修设备前必须对巷道风流中的瓦斯浓度进行检查,瓦斯浓度低于1.0%时方可作业。
4、定期检查电气设备的防爆性能、绝缘性能、保护性能和完好情况,所有电气设备严禁失爆,接地保护必须符合要求。所有电气设备表面及周围无积尘和油垢,所有开关均放到开关架上。
5、所有电气设备保护装置应齐全完好,灵敏可靠,整定值准确,严禁甩保护开机。
6、各种电缆、胶管分类吊挂整齐,不准拖地,禁止用铁丝吊挂电缆。
7、所有电气设备的紧固部位都应达到《煤矿机电设备完好标准》。
8、拆除移动电缆时,插销、接线盒应妥善保管,电缆盘好,并保证有足够的弯曲半径,拆除后第一次试运行,要注意设备的运转方向。
9、工作面采用3300V供电的设备严格执行《东滩矿综放工作面使用3300V高压安全技术措施》。
10、煤机和运输机严禁同时启动,以避免启动电流过大造成高防开关掉电。
11、KTC-101(A)型通讯控制系统所有扩音电话要求固定牢固,位置适宜,通话清晰,闭锁灵敏可靠,出现故障时必须及时处理,否则不得开机。
五、电站
1、给工作面电气设备供电的移动变电站、高防开关布置在141岩集轨。
2、为转载机、破碎机、运输机和采煤机供电的组合开关及控制台布置在运顺平板列车上。
3、运顺平板列车安装有电缆、胶管回收平台,随皮带机尾拉移将电缆和高压胶管分别盘在回收平台上。根据工作面的推进情况,及时掐除多余的电缆及高压胶管。
4、在皮带机尾顶板设置钢丝绳配合滑轮或利用单轨吊吊挂电缆及液压管路,利用原有吊挂皮带吊点或在支护锚杆上上紧起吊环作为吊点,电缆及液压管路随开关列车进行拉移。
附图11:143上16综采工作面供电系统示意图。
第五节  工作面通讯及照明系统
一、通迅系统及有关配置
工作面设备控制台、溜煤眼、轨顺、运顺和泵站安装生产电话及通讯、控制一体化系统,实现对工作面和顺槽皮带的通讯和控制。可同时对各运输设备进行控制,并可对它们的反馈信号进行监控,各设备的启停之间可以进行联锁控制,也可以单启单停。
转载机头、转载机尾、工作面内及运输顺槽均设置扩音闭锁电话,工作面内每8架安装1台扩音闭锁电话,运输顺槽每100m安装1台扩音闭锁电话。两顺槽辅助运输系统采用泄漏通讯系统联系。轨顺控制台和皮带机头控制台要实现耦合、通话。控制台实现起车报警、闭锁停车、运输机远停等功能。皮带机装设皮带机六大保护,并且运行正常。
针对工作面实际生产需要,刮板运输机机头、机尾各安设1部多功能组合电话,可实现刮板运输机启动、停车和闭锁功能。
二、照明系统及有关配置
在两顺槽入口处安装照明综保,向顺槽内各运输绞车处安装的隔爆照明灯供电;皮带机头安装照明综保向皮带机头各照明及显示灯供电;移动变电站每隔10m安装1盏隔爆照明灯,工作面内每组支架安装1盏隔爆照明灯,由安装在移动变电站的照明综保分段供电。

 

 

 

 

 

 

 

 


第五章  劳动组织和主要经济技术指标
第一节  劳动组织
一、作业方式
采用“四六制”作业制度,即每天四班作业,其中三个班生产,一个班检修,每班工作6小时。
附图12:143上16综采工作面正规循环作业图表
劳动组织详见附表十七:工作面人员配备及劳动组织图表
143上16综采工作面劳动组织表        表  十七
工种 一班 二班 三班 检修班 合计 在册
班长 2 2 2 2 8 16
采煤机司机 3 3 3 1 10 16
刮板机司机 1 1 1 1 4 10
转载机司机 1 1 1 1 4 10
胶带机司机 5 5 5 3 18 26
支架工 3 3 3 3 12 20
泵站工 1 1 1 1 4 6
电工 1 1 1 6 9 16
浮煤清理工 1 1 1 0 3 6
端头维护工 6 6 6 0 18 30
防尘工 1 1 1 0 3 6
运料工    6 6 10
油脂四铁工    1 1 2
材料工     1 2
地面装料工     3 4
技术员     4 4
书记、区长     6 6
合计 25 25 25 25 114 190

 

 

第二节  主要经济技术指标
143上16综采工作面的主要经济技术参数详见表十八:主要经济技术指标表。
主要经济技术指标表             表 十八

号 名称 单位 指标 序
号 名称 单位 指标
1 工作面走向 m 轨顺:640
运顺:620 18 循环步距 m 0.75
2 工作面面长 m 150.3/161.3 19 循环产量 t 717.5/770.1
3 回采面积 m2 98785 20 循环率 % 80
4 工作面倾角 ° 0-8 21 日产量 万t 0.86/0.92
5 基础储量 万t 76.9 22 月产量 万t 21.22/22.78
6 可采储量 万t 62.9 23 年产量 万t 254.6/273.4
7 煤层名称  3上煤 24 可采期 月 2.9
8 煤牌号  气煤 25 回采率 % 93
9 煤层厚度 m 4.70-5.77 26 采煤方法  综采
10 煤层倾角 ° 0-8 27 工作制度  四六
11 煤密度 t/m3 1.35 28 巷道布置  走向
12 煤硬度 f 2-3 29 坑木消耗 m3/万t 0.55
13 直接顶厚度 m 2.73-5.30 30 乳化油消耗 kg/万t 550
14 老顶厚度 m 9.86-19.70 31 油脂消耗 kg/万t 40
15 直接底厚度 m 1.77-3.25 32 金属网消耗 m2/万t 120
16 割煤高度 m 5.07 33 工作面效率 t/工 125
17 截齿消耗 个/万t 10    


第六章  灾害预防及避灾路线
一、灾害预防措施
143上16综采工作面在回采期间,要严格执行本作业规程规定的一通三防、防治水、顶板管理等部分的要求,发现不安全隐患要及时按照《矿井灾害预防及处理计划》要求进行处理。发生重大事故,要按照避灾路线组织撤人。
二、瓦斯、煤尘爆炸及火灾事故避灾原则与避灾路线
当发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时,现场人员应及时配用自救器,所有人员必须选择最短路线,以最快的速度进入到新鲜风流巷道等不受灾害影响的安全地点。
(一)瓦斯、煤尘爆炸及火灾避灾路线
采面事故地点→143上16轨顺→141轨边界提→141岩集轨→十四采区轨道上山→北翼轨道石门→井底车场→副井→地面。
(二)水灾避灾路线
采面事故地点→143上16轨顺(运顺)→141轨边界提→141岩集轨→141轨回风联→45岩集运(44岩集轨)→西翼总回风巷→西风井→地面。
附图13:143上16综采工作面通风、避灾路线图。

 

第七章  煤矿井下安全避险六大系统及职业危害防治
第一节  煤矿井下安全避险六大系统
煤矿井下安全避险六大系统(简称“六大系统”) :监测监控系统、人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统。按规定建设完善“六大系统”,达到“系统可靠、设施完善、管理到位、运转有效”的要求。
一、监测监控系统
东滩煤矿现用北京康斯培克环保系统设备有限公司生产的KJ31N型安全监控系统。
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。采煤工作面被控开关应设置在采区变电所,并有利于实现甲烷电闭锁。
2、安全测控仪器使用前和大修后,必须按产品使用说明书的要求测试、调校合格,并在地面试运行24小时~48小时方能下井。
3、干线扩展器、备用电源、区域控制器和断电器,应设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风风流巷道或硐室中,安设时应加垫支架 ,使其距离巷道底板不小于300mm或吊挂在巷道中。
4、要确保安全监控设备的供电稳定、可靠,不准随便停电,需停电时要提前通知监控队值班人员。与安全监控设备关联的电气设备、电源线及控制线拆除或改线时,必须与监控队共同处理。检修与安全监控设备关联的电气设备,需安全监控设备停止运行时,必须须经总工程师和通防副总同意,报告通防办、机电科和矿调度室。
5、甲烷传感器每7天使用校准气样和空气样调校一次。
6、甲烷超限断电功能每7天必须进行一次现场测试。
7、安全监控设备校正包括零点、灵敏度、断电点、复电点等,遵守下列规定:
(1)必须使用按国家有关标准要求配制的标准气样,标准气样的相对误差必须小于5%。
(2)空气样可直接从地面新鲜空气中取。
(3)风速传感器选用经过标定的风速表校对,每月一次。
(4)一氧化碳传感器用一氧化碳气样校准,每10天一次。
(5)温度传感器选用经标定的温度计校对,每月一次。
(6)压力传感器用气压计校正,每半年一次。
8、强制计量检定的仪器仪表,必须制定周检计划,按期送检,其他仪器仪表按出厂说明书要求进行检定。
9、瓦检员每班必须使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪对所安装的甲烷传感器示值进行检查对照二次,间隔3小时~5小时,将检查结果及时向中心站值班人员汇报(电话6272),中心站值班人员应做好记录。当两者读数误差大于0.1%时,必须以读数较大者为依据,加强人工检测,并在8小时内对两种设备调校完毕。
10、对传感器应经常擦拭,清除外表积尘,保持清洁,严禁对传感器及电缆接线盒洒水,移动传感器及监控电缆时必须轻拿轻放,严禁摔打碰撞、硬拉硬拽。在挪移采掘设备时,要提前检查传感器及监控电缆的位置,严禁碰撞、损坏传感器及监控电缆。
二、人员定位系统
东滩煤矿采用KJ251A型人员定位。
1、采煤工作面的读卡器应设置在采煤工作面进、回风巷内,距巷道分支处以里大于50m处。
2、读卡器应安装在支护良好、无滴水的巷道或硐室中。安设时应固定在巷道的帮部,距离巷道底板不小于2m。
3、分站应设置在便于观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中。安设时应加支架,使其距离底板不小于300mm。
4、敷设通讯电缆时,要整齐、规范,不得与其它电缆缠绕、交叉。
5、设备投入使用前,应按产品使用说明书进行调试,并在地面通电运行24~48h,无问题后方可下井。
6、交流电源停电后,备用电源不能保证设备连续工作1h的,应及时更换。
7、下井人员必须携带个人的、唯一的识别卡,严禁捎带其它人员的卡。
8、入井前应通过检卡器检卡,显示正常方可入井。严禁使用工作不正常的识别卡。
9、下井人员要认真保护好自己的识别卡,注意保持识别卡清洁卫生,识别卡不得受到淋水或浸水,防止损坏。
10、严禁私自拆卸识别卡,严禁碰撞识别卡。
三、紧急避险系统
1、 工作人员入井必须佩戴合格有效的隔离式自救器。
2、143上16工作面顺槽长度仅650m,不再设立临时避难硐室,人员避灾时进入原北翼候车室设立的1个永久避难硐室。
永久避难硐室服务于北翼十四采区,当火灾无法控制时,灾变区域人员应以配戴自身携带的自救器,按照相应的避灾路线以尽快撤至地面为最高原则,只有出现以下情况时,才可就近撤至永久避险硐室,在紧急避险设施的掩护下成功逃生或等待救援,以保障职工的生命安全。
(1)灾变情况下,灾变区域安全出口被火灾、冒顶等封堵,人员无法撤出时,应就近撤至附近的紧急避险设施,在紧急避险设施的掩护下等待救援。
(2)灾变情况下,灾变区域人员按相应的避灾路线撤至地面的过程中,经过紧急避险设施,其自身携带的自救器安全防护时间不足,无法保证安全撤至地面或其它安全地点时,人员应进入紧急避险硐室或过渡站更换自救器,然后再循避灾路线撤至地面。
永久避难硐室由2个过渡室、1个生存室和1个卫生间组成,硐室最外边为防护密闭门,并与C30强度钢筋混凝土浇筑的防爆墙连成一体。防爆墙厚度为500mm,墙体周边全部用混凝土喷浆,可抵御高温烟气,隔绝有毒有害气体。内门为密闭门,两道门上均设有观察窗。避难硐室防护密闭门抗冲击压力不低于0.3MPa,应有足够的气密性,密封可靠、开闭灵活。
永久避难硐室配备额定防护时间为45min的化学氧隔绝式自救器120台,自救器放置在永久避难硐室座椅下部的储物箱里,每个座位下面至少放置1台自救器,以方便避难人员取用。
四、压风自救系统
东滩煤矿矿井地面空压机房共安设5台SA-375W型螺杆式空压机、1台C1000型英格索尼离心式压缩机及配套的3台逆流玻璃钢冷却塔。6台空压机除正常检修外,保证矿井供风压力保持在0.6 Mpa以上。井下压风系统由压风机房至副井井底采用Φ325×8mm无缝钢管为总干管集中供风,采区主干线管路全部铺设Φ159mm以上的管路,143上16轨、运顺压风管路全部安设Φ108mm压风管路,每间隔200m选取1个供风三通阀门作为压风施救系统专用阀门,挂牌管理并确保阀门畅通,满足在灾变期间提供压风供气的要求,井下作业人员现场组织进行自救。
五、供水施救系统
副井井口附近设有1个200m3的生产水池,以自流方式向井下供水。副井供水站至副井井底的供水总干管采用Φ219mm无缝钢管经减压硐室为井下供水,井底供水压力为4MPa。采区主干线供水管路全部铺设Φ159mm以上的管路,143上16轨、运顺全部安设Φ108mm供水管路,每间隔200m选取1个供水三通阀门作为供水施救系统专用阀门,挂牌管理并确保阀门畅通,满足在灾变期间供给足够的饮用水的要求,井下作业人员现场组织进行施救。
六、通信联络系统
东滩煤矿矿井通信联络系统由三个子通讯系统组成,分别是矿井生产调度通讯系统、矿井无线通讯系统、矿井安全语音广播系统。
1、东滩煤矿矿井生产调度系统采用江西联创通讯有限公司生产的DDK-6型综合业务调度通信系统。DDK-6综合业务调度通讯系统放置在通讯楼调度通讯机房,由东滩煤矿信息站负责管理维护。DDK-6综合业务调度通讯系统由主控CPU板等各类功能板卡、多媒体触摸屏调度台、安全栅、后台维护系统、后台监控系统、录音系统、UPS等组成。具有强插、强拆、组呼、群呼、多方通话、调度录音、呼叫保留、紧急呼叫等功能。
东滩煤矿井下采用HAK-2、KTH-15等型号的矿用本质安全型电话机。在143上16工作面轨顺切眼处、运顺电站、泵站、溜煤眼等处安装8部电话,永久避难硐室内安装应急电话,不再另外安装。
2、东滩煤矿矿井无线通讯系统采用济南蓝动激光技术有限公司生产的KT105矿井无线通讯系统。采用工业以太网络和VOIP、WIFI技术,矿井无线通讯系统通过SIP服务器与传统的PSTN网络互联,实现了井上下通讯联络。该系统由软交换平台、软控制平台、核心交换机、管理终端计算机、矿用无线通讯交换机、无线通讯基站、天线、电源箱、矿用光缆耦合器、矿用本质安全型WIFI手机等组成。采煤区队主要管理人员每人配备1台手机,管理人员入井必须随身携带。
3、东滩煤矿矿井安全语音广播系统采用山东新云鹏科贸有限公司生产的XYP-2010安全语音广播系统。该系统采用工业以太网络和IP软交换技术。矿井安全语音广播系统由广播服务器、广播控制终端等地面设备和主音箱、副音箱、电话站、皮带沿线电话转接设备、相关配套电源、接线盒、各种接入线缆及其他必要设备组成。143上16运顺皮带机头、轨顺端头支架分别设置1台语音广播音箱,具备调度广播、实时广播、录音广播、紧急广播等功能,可强行切掉所有广播而转入紧急播放内容,尤其在发生险情时,能及时通知井下人员撤离。


第二节  职业危害防治
一、职业危害因素辨识
1、工作面噪声源:乳化泵、喷雾泵、采煤机、刮板输送机、带式输送机、转载机、破碎机等。
2、工作面产尘源:采煤机落煤、工作面多工序同时作业、司机操作采煤机、液压支架工移架及人工攉煤等。
3、高温热害:无生产性热源。
4、有害气体:CH4、CO。
二、防治措施
(一)噪声防治
1、加强设备的管理维护,杜绝带病运转。
2、采煤工作面作业人员采用“四六制”作业,每天连续接触噪声时间不得超过8小时。
3、严格使用劳动防护措施,连续接触噪声危害的作业人员必须佩戴耳塞。
(二)粉尘防治
1、作业人员必须配备符合国家及行业标准的高效防尘口罩。
2、采煤机安装内、外喷雾装置,加压泵额定喷雾压力不得低于16MPa,加压泵站供水压力不低于8MPa,无水或喷雾装置不能正常使用时,必须停机。
3、液压支架安装自动喷雾降尘装置,实现降柱、移架同步喷雾;破碎机必须安装防尘罩,并加装喷雾装置。
4、工作面及顺槽煤流系统中各转载点安设转载喷雾,减少煤尘飞扬。
5、工作面超前进行煤层注水,湿润煤体。煤层注水过程中应当对注水流量、注水量及压力等参数进行监测和控制,单孔注水总量应满足设计要求。
6、严格执行洒水制度,工作面及回风巷距工作面100m范围每班至少洒水除尘一遍,回风巷距工作面100m以外的区域每天至少1次,进风巷每半月至少洒水除尘一遍,以消除积尘,杜绝煤尘堆积,防止煤尘爆炸。
7、防尘管路每200m及巷道汇合、分岔处设置标示,内容符合要求,三通阀门要注明用途,设置标示牌,防尘软管可以用软管固定轮固定在帮部或皮带H架上,安设管理牌。
8、工作面两顺槽开门点及供水管路端头反冲洗水质过滤器每10天反冲洗一次。
9、143上16轨顺与消火道交岔点以东不大于100m处安设1道自动净化水幕,且能够覆盖全断面。143上16运顺安设2道净化水幕,其中第1道自动净化水幕设在距工作面不超过100m处;第2道自动水幕设在143上16运顺与14317运顺交岔点以东不大于100m处;第2道净化水幕与捕尘帘配合使用。
10、捕尘帘的安设标准必须符合《采掘工作面捕尘帘的安装使用标准》,并做好日常检查维护。捕尘帘网孔尺寸不大于3mm×3mm,定期清理、冲刷,保持完好。
11、在143上16运顺与14317运顺交岔点以东10~15m处安装粉尘传感器1台,实时监测回风流粉尘浓度。
12、其他未尽事项,严格按《东滩煤矿职业危害防治管理制度》执行。
(三)高温热害
1、煤矿生产矿井采掘工作面的空气温度不得超过26℃,当空气温度超过上述要求时,必须缩短超温地点工作人员的工作时间,并给予高温保健待遇。采掘工作面的空气温度超过30℃,必须停止作业。
2、加强高温监测,作业场所无生产性热源,选择3个测点,取平均值。
3、加强工作面周围巷道内通风设施日常管理,确保通风系统稳定可靠,风量满足生产需求。
(四)有害气体
1、化学毒物监测时应选择有代表性的作业地点,其中应包括空气中有害物质浓度最高、作业人员接触时间最长的作业地点。143上16工作面取样在143上16运顺回风隅角处,采样应在正常生产状态下进行。
2、每天利用回风隅角预留束管抽取气样1次,进行化验分析。
3、加强个体防护,佩戴合格的个体防护用品。工作面回采期间,回风隅角容易积聚有害气体,如有害气体浓度超过规程规定时,应及时采取挡风帘或压风扩散器等方法有效稀释有害气体。
4、工作面两端头及时施工隔离墙,封闭架后采空区,并设立警示牌。

 

第八章  煤质管理
一、灰分管理
1、工作面根据煤层变化情况,严格控制采高,严禁随意割底。
2、提高移架质量,杜绝漏矸现象,加强顶板管理,避免冒顶事故。
3、过落差较大的断层时,割底、破顶量严格按措施要求执行。
二、水分管理
1、工作面及运输顺槽防尘设施完好,确保雾化状态,做到停机停水。
2、工作面要有完善的排水系统,严禁用煤流带水。
3、严禁用水冲刷设备及溜煤眼上口卫生。
4、工作面泵站、液压管路设备等要保持完好,防止漏液。
三、杂物管理
1、每天检查皮带边沿及皮带储带仓,对磨出的边线及时剪除或清理。
2、两端头剪网应及时回收或放入老塘,不得进入煤流系统。
3、检修后及时将物品回收,严禁棉纱、铁器、木板皮等杂物进入煤流中。
4、更换后的废油严禁倒入煤流系统,必须回收上井。
5、采煤机割至上、下端头等杂物较多的地点时,每班应安排专人拾捡杂物,发现杂物进入煤流时及时停机清理。生产过程中安排专人清理除铁器上的杂物。
6、在工作面电站、运输机机头、转载机头、胶带机头及溜煤眼配备专用杂物箱,在工作面两顺槽每隔300m设一个垃圾箱,每班由岗位工集中进行清理。
7、每天安排专人对顺槽底板上的杂物进行清理回收。


第九章  安全技术措施
第一节  一般规定
1、作业地点所有指挥和操作人员必须严格执行《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》、《煤矿安全质量标准化及考核评级办法》、《东滩煤矿安全风险评估实施办法》和本作业规程。
2、所有作业人员必须持有效岗位证上岗,严格执行各项规章制度,严禁违章指挥、违章作业和违反劳动纪律。
3、所有上岗人员上岗前都必须认真学习本规程,学习后人人签字,并进行考试,不及格者不准上岗。
4、开工前,严格执行安全风险评估制度,班组长、岗位工必须对工作面的安全情况进行全面的检查,检查评估内容包括设备、设施和工艺程序及岗位、作业环境等。确认无危险后,方准人员开工作业。
5、各岗位必须严格执行安全生产责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制和事故分析制等有关制度。
6、作业人员到煤壁前作业时,严格执行敲帮问顶制度,找掉煤壁、架间的浮煤(矸),防止作业过程中掉落伤人,找顶时一人作业,一人监护。
7、采煤工作面必须达到安全质量标准化要求,做到文明生产。
8、变电站、胶带输送机头和临时油脂库应按规定要求放置合格的消防器材。
9、各项工作必须指定安全负责人,所有人员作业前必须对作业环境进行检查,及时排除隐患,作业过程中搞好安全确认和相互提醒。
10、需停机作业时,必须先将扩音控制电话闭锁,并上锁且钥匙随身携带或有专人看护闭锁。


第二节  爆破管理
工作面正常推进时严禁爆破作业,因过断层等确需进行爆破作业时,需另行编制专项安全技术措施,并严格按措施施工。


第三节  其   他
一、设备检修
1、严格执行设备检修制度,认真做好日检、周检、月检工作。
2、电气设备检修必须严格执行停送电、验放电制度。
3、电气设备检修过程中,应保护好防爆结合面,不得损坏。
4、检修完毕,各紧固件都应紧固牢固。
5、检修液压系统时必须先关闭检修部位上一级截止阀,正确卸压后再处理。泵箱、油池拆检时必须采取可靠的防污措施。处理液压系统故障时,作业人员必须佩戴好防护眼镜。
6、精密阀件不得在井下拆卸、安装。
7、更换大部件或检修大部件,必须提前做好准备,编制好安全技术措施,确保安全施工。
8、检修三机时必须开关停电挂牌,闭锁上锁挂牌。
9、各种操作手把、按钮灵活可靠。
10、各润滑部位油位合适,油质符合要求;冷却系统畅通有效。
11、其他未尽事宜严格按《工作面更换大部件及日常检修安全技术措施》执行。
二、油脂管理
1、在工作面顺槽内设置油脂临时存放点,用于贮存各类常用油品。
2、油库存油量不能超过正常生产的10天用量。
3、油桶戴罩,油抽穿裤,专抽专用,专桶专用。
4、用过的棉纱、布头和纸应放在专用容器内,并定期由专人送到地面处理,井下不得乱放乱扔。机电设备废油应及时回收。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
5、井下油库应配备干粉灭火器、沙箱等消防器材,灭火器不少于2个且必须完好有效,沙箱存沙量不小于0.2m3。
6、工作面所用的各种设备要按照润滑周期及时进行注油、换油,并认真做好注换油记录。
三、专项措施
(一)泵站远距离集中控制安全技术措施
1、当工作面内液压系统发生故障需要停泵处理时,作业人员必须喊应泵站泵工进行停泵,泵工认真记录要求停泵人姓名及原因;当故障处理完毕需要开泵时,泵站泵工必须得到要求停泵人回话确认后,方可开泵。在停泵期间,其他人员严禁在不通知泵站泵工的情况下搭乘此时间对液压系统主管路进行处理,如需同时进行处理必须通知泵站泵工并做好记录。
2、当工作面内多人同时要求停泵时,泵站泵工必须认真记录好所有要求停泵人员的姓名,当需要重新开泵时,泵站泵工必须得到所有停泵人员的逐一回话确认后,方可重新开泵。
3、当泵站工需要对泵进行检修时,泵站工必须在对所维修泵的开关进行停电、挂牌后方可进行维修工作。
4、电工未得到泵站工的允许,不得随意停、送泵开关的电源,如果确需对开关进行检修,必须征得泵站工的同意,开启另外的泵以保证液压系统正常供液;电工检修完开关后,必须与泵站工取得联系,得到确认后方可重新送电。
5、泵正常运转期间,任何人员不得接触泵的转动部位。
6、如果泵工发现泵运转异常,应立即停泵,然后进行检查。开泵时必须得到工作面相关人员同意后方可开泵。
(二)单体液压支柱用作压趄柱的措施
1、顺槽连续牵引绞车尾轮生根铁鞋可采用地锚固定,也可采用单体进行固定,当单体作压趄柱时,单体支柱的初撑力不小于18MPa。
2、绞车采用单体支柱固定时,采用四压两趄;四棵压柱要垂直顶底板支设,两棵趄柱按与底板70±5°之间支设,趄柱的倾斜方向与绞车的受力方向相同,单体支柱的初撑力不小于18MPa。
3、采用单体作压趄柱时,应尽量选择巷道顶、底板完整的地点固定绞车或铁鞋,当顶板破碎时,单体上应戴帽,若底板松软,应在铁鞋或绞车下敷设板梁或道木,以增加顶、底板比压和摩擦力。
4、每棵单体液压支柱必须用直径不小于6mm的钢丝绳或小链拴牢,并固定于顶板上,防止歪倒伤人。单体上戴的单体帽也必须牢固生根于顶网上,防止坠落伤人。
5、每次使用绞车前,必须仔细检查铁鞋的各焊接点是否开焊、变形,各链接点是否牢靠,并检查所有压趄柱的压力,确保符合要求方可使用,失效的单体及时更换。
6、绞车运行时,要有专人站在安全地点观察钢丝绳的运行情况,发现绞车运行阻力过大时,不能硬拉,防止出现断绳或拉跑压趄柱的事故。
(三)工作面处理大块煤安全技术措施
1、煤机上方有大块煤时,用采煤机破碎机破碎,煤机下方有大块煤时,拉到机头上网位置用风镐等进行破碎。
3、在转载机内处理大块煤矸时,转载机和运输机都必须停电闭锁、挂牌上锁。
4、使用大锤破碎时,操作人员佩戴好防护眼镜、选好站位,其他人员避开锤头运行或反弹方向,防止锤头甩出伤人,同时要防止破碎煤矸过程中碎块飞出伤人。
5、使用风镐破碎煤矸石,作业人员必须佩带好防护眼镜,在开启压风前,必须检查管路、风镐的完好情况和连接情况,确保符合要求后方可使用,风镐使用完毕及时关闭压风。
6、若用大锤、风镐破碎困难,而工作面两端头或转载机人行道内具有足够空间时,可用葫芦将大块煤矸吊出,随工作面推进而撇至采空区;起吊时人员必须站在安全地点,随时观察起吊情况,防止起吊过程中石块滑落伤人。圆形矸石严禁进行起吊作业。
(四)使用风动工具的安全技术措施
1、在接各种风动工具时,必须使用完好的风动工具,供风管路使用压力合适的完好胶管。各联接处必须联接牢固、可靠。压风管路中必须安装一个完好的截止阀。
2、每次使用风动工具前,必须对供风管路、各联接头和风动工具的完好情况进行认真检查,确认完好后方可使用。
3、使用风动工具时,操作人员必须佩戴防护眼镜,防止伤眼,其他无关人员不得在作业地点附近逗留或作业。
4、在作业过程中出现联接头漏风、管路破裂等情况时,不得直接进行处理,必须可靠地关闭截止阀停掉压风并正确卸压后方可处理。
5、在使用风动工具时,不得将风动工具的转动部位放至人的任何身体部位,防止出现误操作造成伤害。
6、向转动部位安装其他辅助工具或更换转动部件时,必须可靠的停掉压风并正确卸压后方可操作。
7、严禁将风动工具拆掉而使用敞口的压风管路清理设备卫生。
8、使用风动工具期间,严禁使用弯折供风管路的方法停止压风,而应采用关闭截止阀的办法可靠的停风,在打开截止阀供风时应缓慢开启,开至合适位置,使风量合适。
9、风动工具使用完毕后,必须可靠的关闭截止阀停好压风,并将风动工具放至安全地点。
10、严禁将敞口的压风管路正对人的任何部位。
(五)用单体起压运输机注意事项
1、用单体起压运输机时,现场必须由跟班人员或班组长统一指挥,严禁擅自行动。
2、单体供液必须采用远距离进行,且距离不小于5m。
3、用单体起、压运输机机头、机尾时,支设好的单体必须用联柱绳或小链牢固生根,防止崩弹,所使用的单体支柱必须保证能正常卸载,作业地点5m范围内严禁无关人员进入,操作人员站位安全可靠。
4、用单体辅助推移运输机时,必须采用远距离供液,单体要联好防崩绳。
(六)使用单体支柱辅助推移运输机安全技术措施
1、施工方法
(1)根据运输机的上窜下滑量确定打单体的位置及数量。先将中间支架与运输机连接头摘掉,拖后半排不拉,其余支架正常拉移,暂不推溜。单体一端顶在支架的底座箱上,另一端顶在输送机鱼口的肩窝处;单体供液采用支架操作阀远距离操作,且距离不小于5m。
(2)支设单体应两人配合进行,一人扶持单体,一人操作注液枪缓慢供液,当单体用上力后(以单体不掉为准),关闭操作阀,然后用铁丝绑紧液压枪手把使其处于供液位置。人员闪开单体至安全地点,然后用操作阀远距离供液,严禁直接用注液枪供液,供液期间严禁人员通行。
(3)待煤机进完端头,全部单体支设好后,同时打开截止阀,给单体供液,然后依次顺序推溜。
(4)推溜完毕后,要首先将支架供液阀恢复零位并关闭截止阀。
(5)摘掉连接头的支架要用不小于30mm的链子及与之相适应的连接环与运输机鱼口连接,拉架前必须检查连接情况,确保连接稳固,拉移过程中注意销子及单体情况,防止弹出伤人。
2、安全注意事项
(1)使用单体助推刮板输送机期间,必须由班长统一指挥,行动协调一致,明确各段支架操作人员,其他人员严禁操作支架。
(2)用液压单体支柱辅助推移输送机时,应多点配合,防止出现急弯,推移时人员要闪开,在距离单体不小于5m处供液,防止出现意外。
(3)支设辅助推溜单体时,必须在单体顶端垫木垫板防滑,并使用小链将单体生根在电缆槽上。
(4)单体、液压枪、供液管路、截止阀必须完好,严禁带病工作,严禁用单腿销、铁丝代替U形销和无销现象。
(5)推溜单体支设位置附近,单体供液期间严禁人员逗留,各岗点人员要密切配合好,防止误动作。
(6)给单体远距离供液人员推溜时应首先观察附近确无人员,精力集中看准应推支架。
(7)单体供液及推溜期间,所有人员必须闪开单体,远离单体至少5m以外躲至安全地点,防止单体崩落伤人。
(8)推溜结束后,支架工应顺好刮板输送机,不得出现弯曲现象。
(七)大部件的起吊拖运安全技术措施
1、严格执行兖煤股发[2007]105文《兖州煤业股份有限公司手动起吊管理规定》、《更换大部件专项安全技术措施》及《东滩煤矿摘挂手拉葫芦操作规范》相关规定。
2、吊装重量大于5吨的物体必须办理《吊装安全作业证》。
3、登高摘挂手拉葫芦时,人员所站高度超过1.5米高,或人员手臂超过头顶300mm,都必须正确佩戴保险带。
4、起吊葫芦、回头轮、索具的吨位必须符合要求,严禁超吨位起吊、拖运。吊运支撑点必须有可靠的承受强度。
5、起吊拉运大部件,要有专人指挥,配合叫应好,严禁用人体重量来平衡被吊运的重物,不得站在被起吊重物上起吊;进行起重作业时,不准站在重物下方作业;严禁用手直接校正已张紧的吊具。
6、起吊时应选好重心,垂直起吊,起吊形状不规则物体或大型设备要采取多点起吊法,必须先试吊,确认可靠后再正常起吊。
7、开始起吊时,先慢慢拉紧,观察各处,确认无误后,再行起吊。起吊过程要均匀慢拉,防止设备打滑倾斜突然落下。起吊时要有专人指挥,专人观察顶板、起吊梁,操作人员应站在支护完好,设备、吊梁滑落波及不到的安全地点,其他人员躲到安全地点。
8、起吊过程中发现吊梁变形、绳套断丝、物体倾斜或有异常情况时,必须停止起吊,及时处理。
9、设备在起吊过程中无特殊情况,不得中间停止作业,指挥人员和起吊机具的司机不得离开岗位。确实需要中间停顿时,必须采取措施将起吊物下垫实、垫牢,防止歪倒。
10、吊装设备时,禁止任何人在设备下面及受力索具附近通行和停留,并不得将手、脚伸到可能被挤压的地方。
11、起吊物品到位后,应放置平稳,方可摘掉钩头。
12、在起吊过程中,班组长或区队干部必须在现场统一协调指挥,确保安全无误。
13、拖运大部件时,必须清净沿途障碍物并确保所用设备、工具等符合要求。
14、利用绞车或滑轮拖运起吊大部件前,要对绞车的负荷、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核,确保无误后方可操作。使用绞车前必须对绞车固定、压绳、钢绳、钩头、绞车制动、信号、启停按钮等全面检查,确认完好可靠并空载试车正常方可使用。若绞车牵引阻力较大必须在绞车盘前支设趄柱或将绞车脱离电站车盘另行固定。绞车拖运重物时只准使用慢速挡。
15、使用回头滑轮时,回头滑轮必须固定牢固。
16、必须使用操作规程允许的信号联络,司机必须按信号开停车。任何人发出停止信号,绞车司机必须停止拖运,进行确认。
17、开车过程中,司机必须集中精力,监视绞车运行情况,发现异常必须及时停车检查处理。绞车滚筒上钢丝绳出现爬绳、咬绳及出现绳缠绕较乱或其他故障时,必须停车处理。
18、绞车拉力过大时必须停车检查处理,严禁硬拉。
19、拖运作业时,在绳道两端安全地点设岗,看好回头轮生根,严禁人员进入绳道(链道)和拉坏生根、滑轮、断绳可能危及的范围内。
20、电站范围内拖运重物时,电站范围内不得有无关人员逗留。重要岗位确需有人员操作时,必须躲开绳道,站在有掩护的安全地点。
21、被拖移重物移动的相反方向有人员跟随观察运输情况时,必须站在3m以外有掩护的安全地点;重物处于超前支护范围内时监护人员必须站在无钢丝绳的单体道内,并距离重物至少3m以上,防止顶倒单体或其他物体伤人。
22、绞车用完必须停电闭锁。
23、抬扛物料、装卸车要统一指挥,叫应清楚,起放一致,防止挤手砸脚。行走时要看好路面情况,两人口令、步调一致。
(九)胶带、刮板输送机运料措施
(1)使用运输机运大部件必须由班长协调指挥。
(2)使用运输机运大部件前必须将三机开空,运输时严禁生产。
(3)将设备大部件或其它重物装入、拖出运输机时,可将葫芦生根在支架上。但必须确认生根点可靠,并严格按照本规程中有关起吊拖运的规定执行。
(4)用运输机运大部件时,必须使用低速,必须垫牢大部件防止歪倒。必要时,使用葫芦或链条将大部件固定在输送机刮板链上。
(5)运输机运转过程中要专人看守闭锁,同时要有专人跟随大部件全程监护,发现异常立即停机。运输机的开停由控制台电工根据监护人员的指示进行操作。
(6)大部件需经过采煤机时,采煤机处要在顶板完好位置提前造好条件,人员工作位置进行腰帮护顶,大部件经过时,将大部件拖向煤壁固定,摘开煤机滚筒离合,启动煤机,挑起摇臂,向相反方向牵引,使大部件在滚筒下通过。
(7)大部件过煤机时,由跟班人员检查煤帮前空间,并协调指挥采煤机牵引过大部件。人员进入输送机内作业时,必须确保运输机、采煤机已停机闭锁,并敲帮问顶、检查架前架间顶板情况,确保作业环境安全。
(8)使用运输机运送小形物料时,必须先将输送机内煤矸开空。根据物料形状及大小堆码于刮板链上并可靠固定,确保不会发生刮卡。
(9)使用胶带输送机运料时,必须有专人在沿途及卸料点前看护闭锁,监护物料状态,确保能够及时停机。向皮带上装物料时,物料较多时采取分段码放,必须将物料码放整齐,物料距皮带边不小于0.1m,确保皮带上物料低于操作平台高度,小于皮带宽度。
(10)使用胶带输送机运料时,物料装完后必须由专人清点物料的类别及数量,然后通过扩音电话详细汇报给卸料人员(包括物料类别及数量,最前和最后的物料名称),当卸料人员所卸物料与所装的物料不一致时,必须查明原因,否则严禁开机。
(11)使用胶带输送机运料时,在装料、卸料过程中必须必须将胶带输送机控制开关停电挂牌,并按下距施工地点最近的闭锁按钮,严禁开机装卸物料。
(12)使用胶带输送机运输电缆等柔性物体时,禁止使用皮带把电缆或柔性物体自行拖开的方法。

文档信息
  • 文档上传人:admin
  • 文档格式:Doc
  • 上传日期:2015年09月17日
  • 文档星级:★★★★★
  • 需要煤安币:5个
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