汾矿集团双柳煤矿——23407综采工作面作业规程
第一章 工作面概况
第一节 工作面概况、煤层赋存及储量
一、井上位置
23407工作面位于原和尚峁村东侧,地表沟谷纵横,大部为黄土层覆盖,多为耕地,沟底二叠系地层广泛出露;几条山间公路纵横穿过该面,有一条小河从工作面中部横穿而过。
地面标高807-983m。
二、井下位置
23407工作面位于二采区前进方向的南翼,东邻23405工作面,西邻23409工作面,均未开掘。
本工作面开采范围坐标为:
材巷X=5440.000,Y=5028.251;X=4634.527,Y=5028.251;
运巷X=5440.000,Y=5190.251;X=4634.527,Y=5190.251。
工作面标高为475-552 m,平均盖山厚度432m。
三、煤层特征
1、煤层赋存
(3+4)#煤层属二叠系山西组下段顶部煤层,该煤层区内稳定,结构复杂,含2-4层厚约0.02-0.3m的深灰—黑色碳质泥岩夹矸。区内煤层倾角0-14°,平均6°。煤层总厚2.9-3.5m,平均3.35m,容重1.39t/m3,普氏]
二、地质构造
23407工作面总体呈一向斜构造,向斜轴向延伸方向东西向, 在工作面中部,次生两个小向斜构造,掘进过程中分别在材料巷和运输巷揭露两条断层,其中在运输巷A8点前81m处揭露的F12断层和材料巷A11点前50m处揭露的F14断层走向基本一致,推断为同一断层;另外在运输巷A14点处揭露一陷落柱,该陷落柱在巷道内揭露约20m,从揭露情况推断运输巷从该陷落柱的中心穿过,预计该陷落柱影响范围约30m,以上地质变化均在停采线以北,对回采没有影响。
附图1-1 23407工作面煤岩层柱状图
第三节 水文地质
一、水文情况
本次所采煤层为二叠系山西组下段顶部(3+4)#煤,该煤层的充水含水层为山西组和太原组砂岩裂隙含水层、奥陶系岩溶裂隙含水层,山西组中、上段砂岩水是影响该面的主要水源,23407工作面由于四邻均未采掘,预计淋头水较大,回采过程中如出现工作面淋头水较大应采取探放水以确保安全;太原组砂岩位于(3+4)#煤之下,厚度不稳定,对该面影响较小。
奥灰水是本区最重要的水患威胁,由于其静止水位标高高出煤层250-325m(即23407工作面的水压约为3MPa),故在有地层弱带如断层、陷落柱等导水时便会给安全生产造成极大的威胁。所以在回采过程中应密切关注工作面的水情,同时积极探查区内的隐伏构造,严格执行“有疑必探、先探后采”的方针;有异常立即向有关部门汇报,以便及时采取措施,杜绝水患。
工作面切割巷距原采空区约30m,且区内地层向北倾斜(向23407工作面倾斜),故在回采过程中密切监测采空区涌水情况,杜绝采空水涌入23407工作面。
二、涌水情况
23407正常涌水量25m3/h,最大涌水量50m3/h。
第四节 煤尘、瓦斯
一、煤尘
23407面所采(3+4)#煤尘有爆炸性,爆炸指数为30.0-40.9%,一般大于35%;自燃倾向性等级为Ⅲ类不易自燃,煤层最短自燃发火期为241天。
二、瓦斯
瓦斯相对涌出量为4-5m3/t,绝对涌出量12m3/min。
三、地温
井温梯度为2.1℃/100m,工作面温度为14-16℃。
第五节 巷道布置及工作面参数
一、巷道布置
二采区采用下山布置方式,主要巷道有集中轨道下山、集中回风下山、集中胶带下山和辅助运输巷,四条巷道相互平行,东西走向,与主斜井、副立井、主立井及郭家山风井构成生产系统。本工作面南侧为23407切割巷,西侧为材料巷和尾巷,东侧为运输巷,其中运巷为主进风巷,材巷为辅助进风巷,尾巷为回风巷,工作面由南向北推进。材运巷由23408、23407联巷与四条大巷构成系统,尾巷与运巷之间由横贯连通,横贯间距为65m。
附图1-2 23407工作面巷道布置示意图
二、巷道断面特征
附图1-3 23407材巷断面图
附图1-4 23407运巷断面图
附图1-5 23407尾巷断面图
三、停采线位置
停采线位置为距23409施工巷以北10m处,X=5440.000。
第二章 采煤方法与劳动组织
第一节 采煤方法
一、采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤,由MG300/700-WD型采煤机落煤、装煤,SGZ-764/630型刮板运输机运煤,ZZ4000-18/38型液压支架支护顶板,自然垮落法管理顶板。
二、采高
23407工作面主采(3+4)#煤,煤层均厚3.35m,随着工作面煤层变化沿底板割煤。根据采高及配套的采煤机、液压支架,确定平均采高为3.35m。
第二节 回采工艺
一、回采工艺
交接班→割煤→拉架→移溜→拉端头支架和移机头机尾→移转载机→端头支护(含假风道支护)和巷道回收→清理浮煤
1、交接班
班组长和跟班队长实行井下现场交接班,以《综采工作面质量标准化检查标准》为标准,对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况,进行全面详细检查、验收,做到责任明确,共同协商遗留问题,做好开机前的准备工作。
2、割煤
采用中部斜切进刀方式,截深0.6m,采高3.35m。按采煤机运行方向前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,一次采全高,采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁达到规定截深后,将刮板输送机推直,进刀处截割斜长不小于15m。完成进刀工序后,向端部割煤,在端部返刀向中部扫空刀;同样割下半段煤壁后,再向中部返空刀完成一个循环。在顶板破碎、遇地质变化及溜子前(后)窜严重时可根据实际情况采取端部斜切进刀方式。
附图2-1 中部斜切进刀示意图
3、拉架
滞后采煤机割煤3-5m及时拉架,追机拉架必须依次逐架进行,拉架行程0.6m。
4、移溜
滞后采煤机扫空刀10-15m依次移溜,移溜步距0.6m,移溜时液压支架工协调作业,把运输机顶到煤帮,同时移溜的液压支架不少于3架。
5、拉端头支架和移机头机尾
工作面端头割煤后,先拉端头支架,后拉基本支架,然后移运输机机头机尾,移动步距均为0.6m。因电机减速器影响,机头机尾4架端头支架滞后基本支架0.6m,机头机尾与工作面运输机成一直线。
6、移转载机
采用运巷回柱绞车拉移转载机。作业前,先将回柱绞车戗稳戗牢,然后用钢丝绳将转载机联接牢固,由专职三机工进行操作。
7、超前支护、端头支护和巷道回收
及时支设两巷端头支护、超前支护及材巷假风道支护,运巷每循环与切顶线收齐(详见第三章第三、四节)。
8、清理浮煤
每循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理干净,保证机头机尾出口及人行道畅通,液压支架保证支在实底上。
第三节 劳动组织与技术经济指标
一、循环进度
依据工作面顶板稳定程度和我矿开采经验以及工作面所配套的回采机械设备、支架型号,确定循环进度为0.6m。
二、工作面宽度
工作面采用ZZ4000-18/38型支撑掩护式液压支架,其最大控顶距4.57m,最小控顶距3.97m。
三、劳动组织
1、作业方式
采用“三·八”制作业,两班生产,一班检修。
2、组织形式
采煤机司机、移溜拉架工、胶带输送机司机、刮板输送机司机、转载机司机、绞车司机、泵站(控制室)司机、端头支护工为专职工,其它人员为综合作业,一职多能。
3、循环时间
T=K·t割+t入+t移 (min)
t割=L/v上+L/v下 (min)
式中:K—每刀影响系数,取1.0
t割—纯割一刀煤所需时间,min
t入—采煤机进刀时间,10min
t移—移机头、机尾时间,15min
L—工作面长度,取162m
v上—采煤机平均割煤速度,2.0m/min
v下—采煤机平均割煤速度,4.8m/min
则t割=L/v上+L/v下
=162/2.0+162/4.8min
=81+33.75min
=114.75min
T=K·t割+t入+t移
=1.0×114.75+10+15min
=144.75min
故纯割一刀煤所需时间为144.75min
4、循环个数
N=K(t班-t休-t交)/T
式中:t班—班工作时间,480min
t休—班中休息时间,15min
t交—交接班时间,10min
K—事故影响系数,取0.98
T—循环时间,144.75min
则N=K(t班-t休)/T
=0.98×(480-15-10)/144.75≌3个
故每班循环个数为3个
5、循环方式
每班3个循环,每日6循环,日平均推进3.6m。
四、循环产量、日产量和月产量
循环产量=工作面长度×采高×循环进度×容重×回采率
=158×3.35×0.6×1.39×95%
≌420t
日产=循环产量×日循环数=420×6=2520t
月产=日产量×月生产天数
=2520×30=75600t
五、可采期与回采工效
可采期=可采储量/平均日产
=805×158×3.35×1.39×95%/2520t
=562647/2520t
≌224d
回采工效=平均日产量/日应出勤人数
=2520/71=35.5t/工
本工作面应在册人数=日应出勤人数×7/5÷出勤率
=71×7/5÷90%=111人
附表2-1 正规循环图表
附表2-2 劳动组织表
附表2-3 主要经济技术指标表
第四节 提高回采率、煤质措施
一、提高回采率措施
1、按规定采高进行开采,无特殊构造时,不得随意改变采高。
2、清煤工要及时将工作面浮煤及两巷清理干净,攉到运输机内运出。
二、提高煤质措施
1、沿顶底板割煤,严格掌握采高,严禁随意割顶板或底板岩石。
3、工作面出煤时,要开动破碎机,防止大块煤、矸进入煤库。
4、当工作面出现窝矸、夹石厚度增大、发生漏顶或因地质变化不可避免割底时,将大块矸石拉运至工作面机头支护完好处,及时闭锁采煤机和工作面运输机,人工把大块矸石捡出,放到落山或液压支架底座之间的空隙中。
5、过地质变化时运输部门要制定分装分运措施。
6、工作面生产中,不准把废旧材料如钢丝绳、铁丝等杂物装入运输机,影响选矸效果。
7、加强工作面、转载点的喷雾管理,严格执行停机停水制度,工作面、两巷有积水时要设专用水泵抽水,严禁抽入皮带拉入煤仓。
8、严格执行双柳煤矿提高煤质的有关规定。
第三章 顶板管理及支护
第一节 支架选型
一、支架选型
23407工作面煤层均厚3.35m,结构复杂,岩性多为泥岩,采用综合机械化采煤,工作面及两端头共选用108架ZZ4000-18/38型液压支架控制顶板
二、顶板压力和支护强度验算
1、根据顶板岩性,计算顶板平均容重
σ=∑HD/∑H
其中:σ—平均容重,t/m3
H—岩层厚度,m
D—岩层容重,t/m3
经查阅资料,各岩石容重为:
砂岩D=2.28t/m3
砂质泥岩D=2.07t/m3
煤层D=1.39t/m3
σ=(2.07×1.0+2.28×2.4+2.07×2.9+1.39×0.45+2.07×2.8+2.07×3.3+2.07×1.0+2.07×0.85+2.28×2.85+2.28×0.8+2.07×4.4)/22.75
=48.0571/22.75=2.1124t/m3
2、计算八倍采高顶板所造成的压力
Ρ=8mσ
其中:Ρ—顶板压力,MPa
m—采高,取m=3.35m
则Ρ=8×3.35×2.1124×9.8=0.555MPa
根据支架工作阻力计算工作面支护强度
Ρ=∑工作阻力/控制面积=108×4000/(4.57×108×1.5)×10-3=0.583MPa
由以上计算可知,支架支护强度大于八倍采高的顶板造成的压力,因此,工作面ZZ4000-18/38型液压支架能够支撑顶板的动态压力,故选用ZZ4000-18/38型支撑掩护式液压支架。
第二节 顶板管理
一、顶板管理方法
采用全部垮落法管理顶板,支撑掩护式支架支护顶板,随着工作面推进,每循环一次,落山垮落一次。
二、顶板支护方法
工作面安装ZZ4000-18/38型液压支架108架,最大控顶距4.57m,最小控顶距3.97m。从工作面机头方向起开始对支架依次进行编号,共108号。
附表3-1 液压支架主要技术参数表
三、支护监测
1、观测指标:顶板下沉量、活柱下缩量、支架载荷量
2、矿压观测点的设置
(1)顶板下沉量
在工作面均匀选5点和在各点间任选5点共10个点,量机道和放顶处顶底板高差。
(2)活柱下缩量
采用标点法观测活柱下缩量,当支柱打好后,立即用扁铲和小锤在柱锁和活柱下各打一个“一”字,且用钢卷尺测初读数,以后每1-2h读数,回柱前测读一次,观测与顶底板移近量同时顺序进行。
(3)支架载荷
工作面每两个支架安设一组压力表,共计54台,其中沿工作面均匀按设10台ZDYJ-ⅡB型红外传输压力监测记录仪;其余44台为ZBYJ—Ⅱ型耐震式综采支架工作阻力监测表,用于监测支架前后立柱初撑力及工作阻力。
材运两巷超前支护中的单体液压支柱,用DZ-CL微表支柱支护检测仪每两天对其进行抽样检测。
3、数据处理
每3-4天用ZDYJ-Ⅱ型红外数据智能采集仪对工作面支架记录仪进行数据采集,并传输到电脑绘出压力折线图,根据折线图每5天进行一次压力分析报告,每月进行一次总结。报告抄送生产科,并反馈回组队,保证工作面处于良好的支护状态。
对超前支护达不到6.4MPa以上的支柱现场进行整改,压力不够进行注液打压,接顶不严垫加柱帽或木楔接顶。
对于工作面出现的顶板隐患,及时填写《顶板隐患报告单》,及时提出处理意见,现场令责任人进行整改并反馈回组队,以采取有效措施。
在工作面初采初放、末采末回等专项工程及正常回采中,由包队技术员对工作面初次来压步距、老顶来压周期、周期来压步距、顶底板移近量、煤壁片帮深度等进行现场观测,并做记录。
所分析的各类图表、数据报有关领导和单位,并及时反馈回队组,队组现场采取措施处理。
第三节 端头支护
一、 切顶线处支护
1、运巷切顶线支护
在运巷落山处,与切顶线收齐处支设一排切顶戗柱,戗柱间距为0.8m。距端头支架外缘0.3m处支设一根,然后向煤柱帮方向每隔0.8m支设一根,戗柱角度迎落山,与底板夹角为80度,柱帽规格为400×200×50mm。
2、材巷切顶线支护
材巷因留设假风道,与切顶线收齐处支设一排点柱,柱距0.8m。距端头支架外缘0.3m处支设一根,然后向煤柱帮方向每隔0.8m支设一根。
二、两端头支架与煤柱帮之间支护
1、材巷端头支架与煤柱帮之间支护
采用顺巷道轴线架设一梁三柱π型钢梁联锁棚支护,柱距1.2m,梁头错距0.6m,迈步距离1.2m。距端头支架外缘0.3m处支一对,然后向煤柱帮方向每隔0.8m支设一对。滞后梁梁头与端头支架切顶线收齐,工作面每推进一个循环移设一次。梁规格为3.6m的π型钢梁,支柱选用与巷高相匹配的单体液压支柱(DZ-31.5或DZ-35)。
2、运巷端头支架与煤柱帮之间支护
(1)转载机东侧挡煤板距煤柱帮距离小于1m时,顺巷道轴线支设一排戴帽单体液压点柱支护,从端头支架切顶线处开始支设,点柱间距为0.8m,柱帽规格为400×200×50mm。
(2)转载机东侧挡煤板距煤柱帮距离大于1m时, 顺巷道轴线紧贴转载机支设一对一梁三柱π型钢梁联锁棚支护,柱距1.2m,梁头错距0.6m,迈步距离1.2m。
三、两巷端头支架正前方巷道内支护
1、在材巷端头支架正前方巷道内,采用顺巷道轴向架设两对一梁三柱π型钢梁联锁棚支护,其中一对支设在距煤壁帮0.3m处,一对支设在材巷巷中心;煤柱帮从切顶线处往外支设一梁三柱走向π型钢梁棚,并与支架侧面π梁棚联锁,梁头错距0.6m,迈步距离1.2m,工作面每推进一个循环移设一次。
2、在运巷端头支架正前方巷道内,煤柱帮支设一排戴帽点柱支护,柱距1.2m。顺巷道轴向架设两对一梁三柱π型钢梁联锁棚支护,其中一对支设在距煤柱帮0.3m处,一对支设在转载机东侧外缘0.3m处。柱帽规格400×200×50mm。
四、在移动π梁棚和端头支架时,按下述方法进行:先移端头支架侧面的联锁棚,再拉端头支架。在移端头支架侧面π型钢联锁棚时,按照先支后回的原则,从落山到工作面方向逐架进行,不得同时移动两架联锁棚。降柱移梁时,先在新切顶线位置打好戗柱,再降下滞后梁落山侧最后一根支柱,移到穿梁后支设位置待支,然后将该梁下另两根支柱卸载降落,迅速穿梁到合适位置后,立即将三根支柱升起升紧,使柱头上方钢梁与顶接实,最后站在护身戗柱下回掉原切顶线处戗柱并支在下一架联锁棚之间,进行降柱穿梁回柱工作。当巷道基本支护体损坏严重,失去支撑能力时,可先拉端头支架或在移动联锁棚前,在联锁棚之间支设一梁二柱的π型钢联锁棚或戴帽点柱后方可穿梁移柱。
若支柱上方钢梁不能接顶,垫加柱帽、木楔等材料,使钢梁与顶板接实,同时支柱要打紧打实,支直支齐,迎山有劲,并正确挂设防倒链、穿铁鞋,运巷煤柱帮点柱可加木柱鞋。如若工作面坡度变大倾向长增大或工作面溜子前窜时,机尾端头支护3.6m长对梁要随之增加。
第四节 超前支护
一、正常支护
材巷超前支护采用单体液压支柱配合3.6mπ型钢梁顺巷道轴向线支设三排一梁三柱π型钢棚,距煤壁帮、煤柱帮0.3m各支设一排,另一排支在巷中;运巷超前支护采用单体液压支柱配合3.6mπ型钢梁顺巷道轴向线支设两排一梁三柱π型钢棚。距煤壁帮0.3m处支设一排,紧贴转载机人行道一侧支设一排,然后在距煤柱帮0.3m处,顺巷道轴向线支设一排戴帽单体液压点柱支护,柱距1.2m,柱帽规格为400×200×50mm。π型钢梁支设时距梁头0.6m处各支一根,在π型钢梁中间支一根,柱距1.2m,且梁头互相对接,超前支护距离在生产动态中不少于30m。
二、特殊情况下支护
在23407材巷使用锚索,锚杆支护,部分顶板破碎,压力段大处套有工字钢棚,在架设超前支护前,先采用2.6m-3.0m长棚板(1/2φ18—20cm)将原有工字钢棚替去,再支设超前支护。替棚方法如下:紧贴被回工字钢棚(南面)先支设好一梁二柱木抬棚,在被回收棚梁中部支设一根单体液压支柱,然后把两帮的构木敲松,抽掉,再人工挖一侧柱窝,待棚腿下沉与梁分离,人工拨出运走,以同样的方法回掉另一侧棚腿,最后卸载单体柱回收棚梁。回收金属棚时,必须三人一组作业,互相照应,协同合作,人员要站在有支架掩护顶板完好的地方操作,设专人观察顶板煤帮,支架的变化情况,并监护作业情况,发现隐患先处理后作业,在棚腿脱口释压前,作业人员先观察好退路,发现险情,要及时撤离,防止支柱和棚腿跌倒伤人。替换支柱和回收金属棚时,都必须执行先支后回的原则和敲帮问顶的制度。巷道压力大时,可以不回收工字钢棚,只回收靠工作面一侧的棚腿,但在两架铁棚之间仍需补加棚板梁及单体柱腿棚。超前支护π型钢梁与巷道棚板梁至少要保证有三个交叉点,在三个相邻交叉点下支设单体液压支柱,钢梁端头应超过木梁中心距50mm以上,否则要适当缩小木梁棚距。由于巷道两帮收缩,棚板梁规格超长时,根据现场实际情况,人工锯成长度适宜的木梁,严禁支护中用单体柱硬支以致折断木梁或梁头接顶不实。
在23407材运两巷,由于局部巷道超高、顶板脱槽不平或破碎时,需在π梁上方打木垛接顶,保证支护有效。
第五节 材巷落山支护
23407工作面采用“两进一回”通风系统,为保证回风空间,需对机尾落山进行支护。
一、落山正常支护
工作面每推进一个循环,及时在端头支架切顶线处,在戴帽单体液压点柱掩护下支设圆木点柱,再回去旧切顶线处的单体液压点柱,然后再拉移端头支架。假风道内圆木点柱呈三花形支设,一根距离端头支架外缘0.2m支设,另一根距离端头支架外缘0.7m,圆木点柱间距0.5m,排距0.6m。推进距离够5m时打一个木垛,木垛一面紧贴端头支架外缘,另一面偏向煤柱帮侧。在两个木垛之间,采用三花形支设圆木支柱。在推过每个横贯时,要在横贯口及两侧各打一个木垛支护,防止落山窜矸。同时,为保证机尾假风道有足够的回风空间,在回采过程中应保证机尾108#架与煤柱帮距离不小于1.5m。若压力大时,采用缩小木垛间距进行加强支护,木垛间距缩小为3m。
在压力大不回收工字钢梁的情况下,木垛和点柱要支设在铁梁下。
附表3-2 正常支护坑木消耗量表
附表3-3 特殊支护坑木消耗量表
附表3-4 坑代品循环使用量表
附图3-1 23407工作面支架布置平面图(1)(2)
(含端头和超前支护平面图)
附图3-2 最大最小控顶距(1)(2)
第六节 巷道回收
一、锚杆与托盘
运巷中锚杆、托盘等要及时回收,顶板、煤柱帮只回收托盘、托板,煤壁帮还需回收锚杆,材巷中只回收煤壁帮锚杆、托盘。回收煤柱帮托盘、木托板时,在机尾端头穿梁、移柱、放顶前进行且只回新旧切顶线之间的托盘、木托板,不得多回。运巷两帮、材巷煤壁帮最下一排锚杆托盘可提前10m进行回收,上面三排,每推进一个循环回收一个循环的,不得提前回。运巷回收顶板锚托盘、托板时,在端头支架顶梁前端进行,且必须在有π型钢棚掩护下进行。回收采用力矩扳手或特制工具,当螺母难以松开时,采用LMP-27/63型螺母切割机处理。如顶、帮压较大,顶板破碎或围岩节理发育时,不得回收。工作面每推进1m,回收指标为:锚杆2.4根/m,锚杆托盘9.6个/m,木托板7.2块/m,回收率为60%。
二、锚索与锁具
23407运巷中托梁、锁具的回收工作,在切顶线前端5m范围内进行,在需回收托梁、锁具的巷道段,要提前在所回槽钢托梁中部下方打一点柱。回收前,必须闭锁运巷转载机、破机碎机开关,切断电源,并重新检查并加固回收锚索托梁前后5m范围内支护,待确无问题后开始利用MQY15-200/63型退锚机进行回收工作。若运巷顶板破碎或节理发育时,严禁回收。
作业时,首先将泵安置在作业段外的安全地点,将管路铺设平直,不
得有急弯和死折,其次将钢绞线穿入退锚机千斤顶内,把千斤顶扶直,紧贴锁具,然后在专人观察指挥下,开始对油泵进行加压。待退锚千斤顶咬紧钢绞线后,扶千斤顶的作业人员撤至安全地点,继续给泵加压,直至锁具与锁片脱离后,停止加压。最后一人双手扶定千斤顶,通知卸压,卸掉退锚千斤顶,同时回收锁片、锁具与托盘。按上述方法回收托梁上另一根锚索的锁片、索具与托盘,之后两人扶住槽钢,一人降柱,回掉托梁与梁下临时支柱,人工抬运至指定地点码放整齐,锁具与锁片装袋保存,并及时上交,以防丢失。工作面每推进1m,回收指标为:槽钢0.2根/m,锁具0.4套/m,锚索托盘0.4个/m。退锚作业不少于三人,一人操作手动泵,一人操作千斤顶,另一人观察退锚及顶板情况。
三、巷道维护
回采期间,上下顺槽净高不得低于1.8m,两巷中的锚杆、锚索失效处必须及时套棚,并清理巷中 的浮煤和杂物,材料和设备要堆放整齐,并挂牌管理。
第四章 生产系统及要求
第一节 生产系统
一、运煤系统
23407工作面采出的煤由工作面刮板输送机运至运巷转载机,再由运巷三部皮带运至23407运巷溜煤眼转至二采集中胶带下山,再经二采集中胶带下山胶带输送机运至主煤仓,主煤仓的煤经主斜井强力皮带提至地面。
运煤路线:23407工作面→23407运输巷→23407上库巷→23407运巷溜煤眼→二采集中胶带下山→主煤库→主斜井→地面
二、运料系统
工作面形成系统时,材巷安设14部绞车,其中5部为JD-25型,9部为JD-11.4型;运巷安9部绞车,其中2部为JD-25型,7部为JD-11.4型,供运输物料。绞车位置见设备布置图。
运料路线:
①主斜井/副立井→主斜井/副立井井底车场→二采集中轨道下山→23408运联巷→23407材巷绕道→23407材巷
②主斜井/副立井→主斜井/副立井井底车场→二采集中轨道下山→23408材联巷→23407上库巷→23407运巷
三、行人路线
工作面行人要走液压支架立柱之间的过道,在必须行走运输机挡煤板与液压支架前立柱之间时,人要面向煤帮,严密观测顶帮情况,防止片帮、掉碴伤人。机头、机尾处绕行机头、机尾与煤柱帮之间,若因工作面溜子前(后)窜导致安全出口不畅或无安全出口时,要及时组织摆机头(尾),行人时要停机过人。过运巷胶带机及转载机时要走行人过桥或停机过人。
巷道行人路线:
①地面→副立井→副立井井底车场→行人绕道→辅助运输巷→23407上库巷(过桥)→23407运巷→23407工作面
②地面→副立井→副立井井底车场→行人绕道→辅助运输巷→23407材巷风桥→23407材巷绕道→23407材巷→23407工作面
以上路线为可逆路线。
附图4-1 23407工作面生产系统示意图
四、监测监控
在材巷设备列车煤机、工作面刮板输送机和运巷两部皮带负荷电缆上,安设有监视设备开停传感器,用以监测工作面生产状况。
第二节 通风系统
一、通风方式
矿井采用抽出式负压通风方式,风井为混合布置式,本工作面为两进一回系统,运巷为主进风巷,材巷为辅助进风巷,尾巷为回风巷。
新鲜风流:
地面→主斜井副立井进风立井→集中轨道下山辅助运输巷→23407材巷风桥→23407材巷绕道→23407材巷→横贯(调节)
地面→主斜井副立井主立井→集中轨道下山辅助运输巷→23407上库巷→23407运巷→23407工作面
污浊风流:23407工作面→横贯(开)→23407尾巷(南)→23407尾联巷→23407尾巷(北)→23407回风立眼→二采集中回风下山→南回风大巷→三采回风下山→风井绕道→郭家山风井
附图4-2 23407工作面通风系统示意图
二、风量计算
1、按工作面人数计算
Q=4NK
式中:4—每人应供给的最小风量,m3/min;
N—工作面交接班时最多人数,取N=50人;
K—备用系数,取K=1.0
则Q=4NK=4×50×1.0m3/min=200m3/min;
2、按工作面温度选择适宜的风速计算
Q=60SV
式中:S—采煤工作面的平均断面积,取15.5m2
V—风速,采煤工作面应有良好的劳动条件,本工作面温度在20-23℃时风速取1.0m/s;
Q=60×15.5×1.0=930m3
3、按工作面瓦斯涌出量计算:
两进一回(偏Y型)通风方式,其风量计算如下:
Q采=(aQ瓦/X)×K瓦×K备+〔b(1-η)Q瓦/2.5%〕×K备×K瓦
式中Q采-采煤工作面的配风量,m3/min;
a-开采煤层瓦斯涌出量的比率,%,取35%;
b-邻近层瓦斯涌出的比率,%,取65%;
Q瓦-采煤工作面瓦斯涌出量,m3/min,参照二采区已采工作面回采时瓦斯涌出量和瓦斯等值曲线,取12m3/min;
η-采煤工作面邻近层瓦斯抽出率,%,取40%;
K瓦-工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.89;
K备-采煤工作面风量备用系数,取1.15;
X-采煤工作面回风巷瓦斯浓度,取1%;
2.5%-瓦斯尾巷允许最大瓦斯浓度;
故:Q采=(35%×12/1%)×1.89×1.15+〔65%(1-40%)×12/2.5%〕×1.89×1.15=913+407=1320m3/min
故确定: 运巷进风量为920m3/min,材料巷进风量为400m3/min。
为使尾巷不形成盲巷,还需对尾巷进行局扇供风,预计此供风量为300m3/min,故回采工作面所需总风量为1620m3/min。
4、风速验算
1)运巷风速验算
V运=Q/60S=920/(60×10)m/s=1.53m/s,符合规程风速规定范围0.25m/s 2)材巷风速验算 V材=Q/60S=400/(60×10)m/s=0.67m/s,符合规程风速规定范围0.25m/s 3)尾巷风速验算 V尾=Q/60S=1620/(60×10.044)m/s=2.69m/s,符合规程风速规定范围0.5m/s 4)横贯风速验算 V贯=Q/60S=920/(60×5.5)m/s=2.79m/s,符合规程风速规定范围0.5m/s 说明:(1)工作面必须以风定产,若生产过程中检测出瓦斯涌出变化较大,可适当增加风量或相应降低工作面生产产量; (2)两顺槽受压力影响,断面缩小,巷道风速超限时,应相应降低本工作面生产产量及风量; (3)若实际瓦斯涌出量较小时,风量可适当降低; (4)以上几条均由通风部门组织现场测定并提出处理意见。 三、通风管理 加强“一通三防”工作,保证通风良好,保证工作面有足够的新鲜风量,使工作面空气成份、风速、温度和湿度符合《煤矿安全规程》第100-102条规定。 1、工作面必须按所需风量进行配风,不得随意改变风量,风量不足不能生产。一旦气体超限,必须停止割煤进行处理,确因检修需调整降低风量时,必须制定专门措施。 2、一旦因故停风,必须切断工作面的一切电源,并将工作面人员全部撤到进风大巷,待恢复正常通风时,按规定进行瓦斯检查和排放瓦斯后,方可恢复工作面正常生产。 3、因其它地点风门短路,影响本工作面风量时,必须由通风部门人员及时进行维修或调整工作面风量,否则一旦气体超限应及时撤出工作面所有人员,待恢复通风后,按规定进行瓦斯检查和排放瓦斯后,方可正常生产。 4、风门管理 (1)施工队组人员运送材料或行人时,严禁同时打开两道风门,必须随手关闭。 (2)风门损坏时工作人员必须及时处理,尽可能减少风门漏风,并及时汇报调度,通知通风部门修复。 (3)下料人员人力推车过风门时,严禁用车顶撞风门。 (4)瓦检员或风门修理工每班至少检查一次风门情况,发现风门漏风或其他问题及时进行处理。 第三节 防瓦斯方法及设施布置 一、瓦斯抽放系统 采用本煤层抽放和尾巷抽放相结合,具体严格执行通风区《23407工作面瓦斯抽放设计》。 1、本煤层抽放 掘进时已预抽煤体中的瓦斯,回采用煤体钻孔预抽本煤层瓦斯。本煤层抽放钻孔布置在23407材巷前进方向左帮、23407运巷前进方向右帮沿煤层倾向布置,每6m布置一个孔,本煤层钻孔开孔8m用φ91钻头施工,后换用φ73钻头,孔径75mm,孔深80m为提高钻孔利用率,先预抽,后进行煤层注水。 抽放管路铺设为:地面→抽排钻孔→钻孔下口→二采集中回风下山→23407回风立眼→23407尾巷(北)→23407尾联巷→23407材巷→各钻孔 2、尾巷抽放 在尾巷东侧帮每隔9m布置一个钻孔,开孔口高度1.5m,终孔布置在8倍的采高,钻孔深入工作面煤壁20m,开孔直径91mm,打5m后换用φ73钻孔,孔径75mm,孔深80m。钻孔从工作面由里往外依次布置编号。 抽放管路铺设为:地面→抽排钻孔→钻孔下口→二采集中回风下山→23407回风立眼→23407尾巷(北)→23407尾联巷→23407尾巷(南)→各钻孔 二、尾巷管理 1、尾巷口必须设置全断面木栅栏,并上锁管理,钥匙交由负责尾巷瓦斯检查的专职瓦检员保管。 2、尾巷除瓦检员正常巡回检查外,每月由生产技术科牵头,组织机电、通风、安全、调度等部门人员对尾巷进行不少于一次的全面检查,内容包括:风流、瓦斯、积水、支护、风筒等情况,对存在的问题及时汇报安排处理。 3、尾巷内采用局扇外部送风,局扇必须安设在新鲜风流中,且局扇必须实现“三专”供电,由本队专职电钳工对风机进行维护、切换、闭锁试验及其它日常管理。 4、尾巷口瓦斯浓度由瓦检员每班检查三次,并填入瓦斯检查手册和记录牌。发现瓦斯超限,必须立即停止工作面工作,汇报通风调度和矿调度。 5、未经通风区批准,其它人员一律不准进入尾巷。 6、其它执行《双柳矿尾巷管理规定》中有关规定。 三、监测监控 工作面必须安设瓦斯监测监控系统和瓦斯断电装置,瓦斯探头的设置应符合《一通三防实施细则》规定要求。 1、安设位置 工作面共布置八个瓦斯监测传感器,其中T1、T2 、T3安设在23407尾巷中,T1安设在尾巷迎头5m范围内非风筒侧,T2安设在距调节横贯以北10m处,T3安设在距尾巷回风口10-15m处, T1、T2 、T3报警浓度≥2.5%,断电浓度≥2.5%,复电浓度<2.5%;T4安设在23407材巷中,距工作面煤壁10m处,报警浓度≥1.0%,断电浓度≥1.0%,复电浓度<1.0%,T5安设在工作面上隅角,报警浓度≥1.5%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<1.5%;T6安设在23407材巷距调节横贯以南10m范围内,报警浓度≥1.0%,断电浓度≥1.0%,复电浓度<1.0%;T7、T8分别安设在材运巷中部,所有传感器断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备。 2、监测监控仪器仪表的使用和管理 (1)组队必须爱护所安设的监测监控装置,不得随意损坏。 (2)监测监控装置必须经常擦拭,保持清洁。 (3)工作面经常移动的传感器、信号电缆,必须在瓦检员、跟班领导的监护下,按规定进行移动悬挂。 (4)瓦检员每班至少对所管辖范围的传感器及信号电缆进行一次外观检查,发现问题,及时汇报。 (5)监测监控仪器仪表发生故障时,应先由瓦检员进行瓦斯检查,并立即通知通风区和监测监控队,监测监控仪表仪器必须在8小时内恢复使用,否则必须停产修复。 (6)瓦斯传感器应悬挂垂直,距顶板不大于300mm,距煤壁不小于200mm。 (7)当工作面瓦斯浓度超过1%,监测监控装置报警后,组队施工人员必须立即撤出工作面,待瓦斯浓度降到1%以下时,经瓦检员检查确无问题 后施工人员方可进入工作面作业。 (8)下井跟班干部、生产班(组)长、电钳工、采煤机司机入井时应携带便携式瓦斯检测报警仪。便携式瓦斯检测仪器要统一编号,配备专人集中管理,统一发放。 (9)煤机上装备机载瓦检仪或悬挂便携式瓦检仪,当瓦斯浓度大于1%,停机闭锁进行处理。 附图4-3 23407工作面监测监控系统布置示意图 四、日常管理 要严格执行有害气体检查制度和预防措施,杜绝漏检,防止瓦斯等有害气体积聚,严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针及《煤矿安全规程》中第136、138-140、145-148条之规定。 1、通风区每班必须安排一名巡回瓦检员,负责检查回采工作面进风巷以里10m处、工作面中部、局部冒落地点、上隅角、采煤机前后20m范围风流、两割煤滚筒间的瓦斯浓度,每班至少检查三次,并记录在手册上。 2、工作面巡回瓦检员,在检查气体同时,并将瓦斯报警断电仪浓度记入手册内,班中汇报时,必须汇报瓦斯监测传感器工作状况。 3、通风部门必须定期收集23407工作面气体涌出情况,并根据其情况制定措施合理调整工作面风量。 4、工作面瓦斯涌出异常时,工作面立即停止生产,由通风区制定措施并严格执行。 第四节 防尘防水防火设施布置 一、综合防尘 由于煤矽肺病对工人身体健康危害极大,必须加强喷雾、洒水工作,保证设备完好,水量充足,使用正常,必须严格执行《煤矿安全规程》第154、155条之规定。 1、采煤机安装有外喷雾装置及泵机联锁装置,外喷雾装置采用高效喷头,有效抑制住工作面粉尘飞扬。 2、工作面必须每3个支架安设一道架间自动喷雾装置,喷头为高效喷头,喷头迎着新鲜风流且齐全有效。 3、工作面及材运两巷组队要及时进行洒水灭尘,做到无煤尘堆积。 4、工作面煤机司机、拉架移溜工、端头支护工、清煤工、运输机司机必须戴防尘口罩等个体防护装置。 5、在材运尾巷口往里15m处、材运两巷距工作面150m处、尾巷距迎头50m处各安设一道降尘水幕,保证覆盖巷道全断面。 6、在上下顺槽中距工作面50-200m设置21组隔爆水袋,每组5个,每个水袋20L,共计2100L。 7、工作面要定期进行煤层注水,生产过程中每隔20m-25m注水一次,注水孔利用煤体瓦斯钻孔。 8、尾巷内必须按规定敷设防尘洒水管路和三通、阀门,尾巷入口处设阀门,不使用时关闭阀门,风流进入尾巷要进行有效的净化除尘,不得有煤尘堆积。 9、尾巷要根据巷道断面,按规定设一组隔爆水袋,排瓦斯横贯内要安设净化喷雾对风流进行有效的净化除尘。 10、各转载点的喷雾齐全有效,无水不开机。 二、防治水 在回采前必须对工作面进行物探等探查手段,对工作面的构造、陷落柱发育情况予以明确,并在回采时积极探查工作面内的隐伏构造,确保安全生产;在回采过程中应密切关注工作面的水情,严格执行“有疑必探、先探后采”的方针;有异常立即向有关部门汇报,以便及时采取措施,杜绝水患。 另外,工作面切割巷距原采空区约30m,且区内地层向北倾斜,在初采前地测部门要制定措施对采空区进行探放水。在工作面初次放顶后,应积极观测顶、底板涌水情况。当工作面出现透水预兆时(空气变冷、挂汗、顶板淋水加大、出现顶板来压等),必须停止工作,采取措施,汇报调度,如情况紧急必须立即发出警报,撤出受水危险的所有人员。若水压大时要将压风管改为排水管进行排水。 工作面应根据实际情况布置水仓,排水设备必须大于50m3/h,且要有备用水泵,必要时备有泥浆泵。工作面排水的原则是堵、疏、排、导,最大程度减小因水造成的不利因素。 三、防灭火 经重庆煤科院鉴定我矿所采(3+4)#煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类,不易自燃。 1、通风区要经常安排人员检查工作面及上下顺槽中的空气浓度或气体成分,发现浓度异常或气体异常,要及时汇报处理。 2、在运巷皮带机头、设备列车和油脂硐室处设有必须的灭火器材如砂箱、灭火器等。 3、工作面停采结束后,必须在一个月内撤出一切设备,并及时进行永久性密闭。 4、工作面及两巷使用后废旧的棉纱要回收,不得将废弃的油洒入巷道内。 5、做好电器设备以及皮带运输机的维护检修工作,保护齐全有效,杜绝失爆,不带电检修,严格执行检查瓦斯、开盖验电、放电程序,皮带不跑偏,机头、机尾的浮煤及时清理干净,杜绝产生电气火花。 6、煤机不随意割顶底板,运输大件时要轻拿轻放,防止产生摩擦撞击火花。 7、入井不准带烟火,杜绝明火。 8、需放炮时,要坚持规范作业,使用水炮泥,杜绝放炮火焰。 9、若电缆、开关着火要先切断电源后扑灭,其它火灾发生时采取一切措施直接灭火,若火势较大时,要立即汇报,撤出人员,采取措施处理。 第五节 机电设备配备与布置 一、设备列车的布置 设备列车布置在材巷中,由移变、各类开关、乳化液泵站和喷雾泵站组成。乳化液泵站由两泵一箱组成,其中2#泵为备用泵,喷雾泵供液压支架喷雾和采煤机动压喷雾及冷却用水。 按工作面推进方向,由里向外设备顺序为:电缆车、控制台、乳化液箱、 2#乳化泵、1#乳化泵、喷雾泵、备用开关、2#泵开关、1#泵开关、喷雾泵开关、煤机开关、工作面刮板运输机开关、2#移变、1#移变、KCF-ZP型负压二次除尘装置。随着工作面的推进,设备列车由回柱绞车牵引向外逐渐移动,以实现高压供电,满足综采工作面供电需要。 附表4-1 乳化泵主要技术参数 附表4-2 喷雾泵主要技术参数 附图4-4 23407工作面设备布置图 二、供电系统 1、变压器 根据材运两巷机电设备负荷统计,及变压器容量计算结果,在运巷一部、二部胶带输送机机头附近各布置一台KBSGZY-500/6型移变,担负两部胶带输送机及其涨紧车、各部绞车、水泵等负荷;在23407材巷中部布置一台KBSGZY-500/6型移变,担负各部绞车、水泵等负荷;在材巷设备列车处布置一台KBSGZY-1000/6型移变,担负乳化泵、喷雾泵及刮板运输机的负荷;布置一台KBSGZY-1600/6型移变,担负工作面煤机等设备的负荷。 附图4-5 23407工作面供电系统图(1)(2) 2、通讯、照明 在23407运巷两部胶带输送机机头、转载机机头、设备列车控制室各安设一部调度电话机与井上下联系,其中设备列车处电话D1为8068,调度直通电话D2为5;转载机机头和二部胶带输送机机头D3电话号码为8030;头部胶带机头电话D4号码为8031。工作面安设12台TK1300型矿用隔爆通讯紧停开关,机头、机尾及材巷设备列车控制室各安装一台,工作面每隔10个支架安设一台,用其进行工作面通讯及工作面溜子开停。 23407工作面系统照明选用DGCG-60/127矿用隔爆型照明灯,材运两巷每隔20m安设一盏,各转载点各装1盏,材巷设备列车处安3盏,工作面每15m按设1盏,材巷油脂硐室安2盏,共160盏。 序号名称型号数量长度(m) 1刮板运输机SGZ-764/6301162 2转载机SZQ-75125 3胶带运输机SSJ-1000/2*12521400 4破碎机JPS-301 三、运输机械 附表4-3 刮板输送机主要参数表 附表4-4 采煤机主要参数表 第六节 供、排水系统 一、供水系统 采用地面蓄水池静压供水,用水地点为两巷道内降尘水幕、冲洗煤尘、各转载点喷雾洒水、煤层注水、乳化液泵站、采煤机喷雾及支架喷雾等,水源为地面水池。 材巷铺设一趟三吋供水管路,供洒水管、煤层注水、乳化液泵站和采煤机喷雾用;运巷铺设一趟二吋水管,供支架喷雾、各转载点喷雾及运巷喷雾洒水;尾巷布置一趟二吋管路,供尾巷降尘、洒水使用,尾巷洒水管路在尾巷口处绝缘连接。静压水管供水必须满足煤机冷却水、煤机喷雾、支架喷雾及其它巷道用水的要求。供水管路要吊挂整齐,不得影响行人和运输,管路要经常检修,防止跑冒滴漏,保证喷雾位置和方向符合要求,喷头齐全完好。 供水线路: ①地面水池→主斜井→二采管子道→二采辅助运输巷→23407材巷风桥→23407材巷绕道→23407材巷 ②地面水池→主斜井→二采管子道→二采辅助运输巷→23407上库巷→23407运巷 二、排水系统 在23407材、运两巷低凹处根据实际情况布置水仓,排水管为三吋管。材巷安设一台SZ50-125型水泵及潜水泵,运巷安设一台IS65-50-250型水泵及潜水泵,并且要有备用水泵,必要时配备泥浆泵,尾巷使用风泵排水,且尾巷排水管路在尾巷口处采用绝缘胶管连接,排水能力要能满足生产需要。 排水线路: ①23407运巷→23407运巷风桥→二采辅助运输巷水沟→二采水仓 ②23407材巷→23407材巷风桥→二采辅助运输巷水沟→二采水仓 附图4-6 23407工作面管路系统布置示意图 一、一通三防 1、瓦斯报警断电仪安设位置及断电报警浓度符合规定。 2、注水孔深度及要求符合规定。 3、按要求设置隔爆水袋并随着着工作面推进及时移设。 4、各油脂硐室、胶带机机头、设备列车处防灭火设施齐全。 5、钻孔、本煤层、尾巷及采空区按设计要求进行有效瓦斯抽放。 6、坚持“有疑必探,先探后采”的探放水方针。 二、顶板管理 1、工作面控顶范围内,顶底板移近量按采高≤100mm/m。 2、支架顶梁前梁接顶严密,无浮矸,顶板不出现台阶下沉,工作面支架无射箭或倒架现象。 3、机道梁端至煤壁顶板冒高不>300mm。 4、开采必须留煤顶。托夹石开采时,必须有专项批准的措施。 三、工作面支护 1、工作面每两个支架安设一组(前后立柱)测压表,至少每10个支架安设一组液压支架压力连续记录仪,其初撑力不得低于规定值的80%。 2、支架排成直线,其偏差不超过±50mm,中心距符合作业规程要求,偏差不超过±100mm。 3、支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角<7° 4、相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤、不咬,架间空隙不超过规定(<200mm)。 四、安全出口与端头支架 1、工作面端头支护要按第三章第三节要求进行支护。 2、工作面上下出口的两巷超前支护必须使用DZ-35或DZ-31.5型单体液压支柱,顶梁使用3.6mπ型钢梁,长度不少于30m。 3、超前支护30m范围内支架完整无缺,高度不低于2.0m,有0.7m宽人行道。 4、超前支护支柱穿鞋挂防倒链,支柱初撑力≥6.4MPa。 五、回柱放顶 1、控顶距符合第三章第二节规定。 2、运巷落山锚杆托盘要及时回收,保证采空区冒高不<1.5倍采高,悬顶>10 m2要强制放顶,或采取可靠的强制放顶措施。 3、机头落山切顶线数量齐全,挡矸有效,无空载支柱,支架。 六、煤壁机道 1、煤壁平直。伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200mm;伞檐长度在1m以下时,伞檐最突出不超过250mm。 2、要及时移架,并及时伸出伸缩梁、打下护帮板,以防煤壁片帮造成端面距过大,端面距最大值≤340mm,前梁接顶严密。 3、不准留顶煤,若工作面顶板为页岩、泥岩在割顶煤后顶板难于控制时,经生产、地测、调度、安监等部门现场研究决定留顶煤范围,并留顶煤或沿标志层开采。在推进过程中,随时观察煤壁及落山顶板冒落情况,如煤层变硬、片帮轻微,落山冒落岩块完整、块度较大或变为砂岩,应及时将顶煤挑落,沿顶板割煤。 七、两巷与文明生产 1、巷道净高保持3.0m,若巷道顶板压力明显段及时采取支护措施,高度不低于2.0m。 2、巷道支架完整,锚网支护有效,失效锚杆、锚索及时处理,无空帮空顶,支护合格。 3、两巷低凹处有排水能力大于最大涌水量的水泵,必须时有泥浆泵,保证巷道无积水(长5m,深0.1m);巷道无浮碴杂物,各种材料要在安全出30m以外的地方分类堆放整齐,不影响行人,并挂牌管理。 4、行人侧宽度大于0.7m。 5、轨道铺设符合有关要求。 6、里程牌挂设位置合理,清晰醒目。运巷每隔20m安设一盏防爆照明。 7、空车及时出井。 8、设备列车处有照明、施工图牌板、三员两长上岗牌板。 八、煤炭回收 1、工作面回收率达到97%。 2、浮煤净,架间、机头机尾浮煤要及时清理到工作面刮板输送机外运。 3、不任意留煤柱。 九、机电设备 1、泵站压力≥30Mpa,液压系统完好,无跑、冒、滴、漏、窜液和卸载现象。乳化液浓度3—5%,使用乳化液自动配比器,有现场检查手段。 2、液压支架编号管理,每个支架安设一组自动喷雾装置,喷头迎着进风方向。 3、工作面机头搭接合理,底链不拉回煤,工作面及运巷各转载点喷雾齐全可靠。 4、顺槽运输机挡煤板、刮板、螺拴齐全,工作面运输机铲煤板齐全。 5、顺槽胶带机撑架托滚齐全完好,皮带不跑偏。 6、高低压电缆顺序合理吊挂,顺槽各类管路吊挂平直齐稳,高度符合规程要求,无跑水、漏风,并上漆防腐标识用途(静压水管为绿色,压风管为灰色,排水管为黑色,瓦斯管为红色)。开关上架等符合要求。 7、采煤机完好不漏油,不缺齿;内外喷雾齐全有效,内喷雾压力不小于2Mpa,外喷雾压力不小于1.5Mpa,内喷雾不能使用时外喷雾不小于4Mpa;采煤机托缆尼龙夹齐全,连接可靠。 8、电气设备上要有防淋水设施。 十、安全管理 1、输送机需行人处有行人过桥,转载机机尾有盖板,破碎机前方有栅栏,运巷机头机尾有防护栏。 2、支柱(架)高度与现场支护高度相符合,不得超高超低使用,失效支柱小于3根。 3、两巷无连续3根以上迎、退山角过大支柱;工作面支架垂直顶、底板,歪斜<±5°。 4、工作面倾角>15°时,支架设防倒防滑装置,工作面刮板输送机每15m安设有能发出停止和起动信号的装置。 5、工作面至少每10个支架安设一盏防爆照明。 6、设备列车连接可靠,至少每3个车设一个挡车器;斜坡处挡车设施齐全、可靠。小绞车声光信号齐全灵敏,绳皮、绳卡齐全,开关上架,管理牌板内容合理。 7、运巷输送机信号及各类保护齐全有效,转载点喷雾齐全。 8、转载机机尾段破碎机到工作面溜子机头必须安设全封闭的钢筋护栏,转载机机尾必须安设安全可靠有效的护罩,防止一切人员误进入。 十一、坑代品管理 1、单体液压支柱每月至少清点一次,发现缺少要及时找寻,防止丢失。 2、单体液压支柱、π型钢梁月丢失率不得大于1‰。 3、备用支柱要及时整齐存放到距工作面30m以外的巷道两帮,不得倒立和平放。 十二、油脂管理 1、认真执行油脂管理制度,不同型号的油要分开储存,挂牌管理。 2、各类油脂应进油脂硐室密闭保存,油桶上要加盖,防止煤尘、水等落入影响油质。 3、油脂硐室处有照明、防火设施、注油牌板,并设栅栏上锁,油脂分类挂牌管理。 4、液压支架必须安设回液管路并确保完好,防止乳化液流失。 5、各种液压管路必须经常检修,悬挂整齐,保持完好,不得埋压或折死弯,杜绝漏液现象。 6、必须使用乳化液自动配比器配制乳化液。 7、泵站司机要及时向乳化液自动配比器加足乳化油,经常清洗吸油过滤网,随时检查乳化液浓度和液量,发现问题及时处理。 十三、机电设备检修质量 执行山西焦煤集团《机电设备检修完好标准》。 第六章 安全技术措施 第一节 主要工序安全技术措施 一、割煤安全措施 1、割煤由不少于三名采煤机司机负责。 2、开机前要对煤机进行全面检查,正常后方可开机作业。 3、启动采煤机时,必须先巡视周围,确认对人员无危险后,方可正常启动采煤机。 4、严格控制采高和工作面平直度,严禁头尾亏刀。 5、采煤机在工作过程中,其它人员不得在附近作业。 6、下班或检修煤机时,煤机要停在顶板完好、支护有效、底板平整的 地点,并切断电源,打开离合器。 7、检查或更换采煤机截齿时,必须闭锁工作面运输机、采煤机开关,并打开滚筒离合器,附近10m不得操作支架。 二、拉架、移运输机和拉转载机安全措施 1、采用本架操作,拉架前要检查支架的完好情况,有问题先处理后作业。 2、拉架要尽量少降、慢降、快移,支架开始移动后,停止降架,移到位后及时升架,并观察电缆、水管、液管的情况。 3、滞后割煤3-5m及时移架,顶板破碎时,要带压移架,严禁相邻支架同时移动或分段移架。 4、工作面片帮严重、顶板破碎时,要提前拉架,有效支护破碎顶板。 5、拉架时,架内严禁行人,操作者要站在支架底座上,防止架间落矸砸伤人员或被支架底座挤伤。 6、拉架时左右3m内不得有其他任何人作业,防止降架时喷液伤人,支架工操作位置合适,要避开喷液位置。 7、支架要拉成一直线,正负偏差小于50mm,支架接顶严密。 8、工作面因故障停产或下班时,必须打下护帮板防止因滚帮造成端面距过大发生冒顶危险。割煤时,提前3-5m收回支架护帮板,防止采煤机割支架造成事故。 9、支架拉到位后,拉架工应查看支架工作阻力监测仪,确保支架前后立柱初撑力在24Mpa以上。 10、操作端头支架、推移运输机时,应由工作面里到外的顺序,将运输机头顶出。 11、用回柱绞车将转载机拉出,拉转载机时要设专人观察转载机架及跑道情况,发现问题停止拉移。 三、端头支护和超前支护安全措施 1、超前支护必须有专人负责。 2、超前单体液压支柱必须成排成行,支柱必须穿铁鞋,迎山有劲。 3、所有支柱必须正确挂设防倒链,不得有空载支柱。 4、施工前各工种必须严格执行敲帮问顶制度,搭设牢固、够高的工作台。架设时要三人一组作业,且必须停止转载机、破碎机及皮带,闭锁开关,并设专人看守,处理一切安全隐患,否则严禁作业。 5、若顶板不平或倾斜时,必须用背板或坑木进行勾顶,使架设的π型钢梁水平且接顶严实。 6、所有单体液压支柱的三用阀注液孔全部朝向落山,手把要朝向工作面推进方向。单体支柱的初撑力不小于6.4Mpa。 7、落山戗柱迎山有劲,并加戴柱帽。 8、两巷超前支护遇有水仓时,可穿木柱鞋支设支柱,以免支柱钻底导致初撑力不足。 9、不得使用漏液、自动卸载、严重锈蚀和外观缺损的单体液压支柱。 10、单体液压支柱不得超高使用(接顶后至少应有100mm的行程)。 11、替棚、替柱时必须严格执行“先支后回”的原则,按照由里向外的顺序依次逐架进行。 四、打木垛、点柱时安全措施 1、打木垛、支设点柱戗柱施工时,首先检查该地点的支护是否良好,并在所要支护的地点打好护身戗柱,进行严格的“敲帮问顶”和“先支后回”制度,确认无问题后方可进行施工。 2、在机尾支架切顶线打木垛或点柱前,首先要检查该处瓦斯情况,确保浓度在规定值(<1.0%)以下时,方可进入施工。 3、施工前清理好退路,施工中至少三人一组,其中两人作业,一人监护顶板及落山情况,发现问题先处理后作业。 4、打木垛和点柱时具体要求: (1)支设木垛前,首先将所支地点浮煤清入溜子外运,底板填实填平,再支设“#”形木垛。 (2)每个木垛必须堆到与顶板接触,且一次完成,同时各层木垛材料要保证平行,四角成直线。 (3)木垛材料接触面,必须两边削平以免滚动。 (4)木垛各层的接触点,上下必须在一条直线,木垛四角垂直顶底板方向。 (5)木垛必须用楔子背紧,楔子背在由上数第一层与第二层之间,最下层木垛材料必须垂直工作面。 (6)当木垛材料长短不一时,要求木垛靠巷中线及北侧面必须打齐。 (7)木垛必须使用柱帽或木楔刹严,保证接顶严实。 (8)使用木支柱时要粗端向上,细端向下,一根支柱上禁止使用双柱帽、双楔子。 5、木垛及点柱支设好后,未经许可,严禁任何人员进入落山和专用排瓦斯巷作业或停留。 6、材巷要准备足够的优质松木棚板、圆木、柱帽和木楔,保证不影响生产。 7、施工人员要备好必要的工具如刀具、大锤、撬棍等,遇有圆木超长要根据现场情况进行加工,保证支护有效。 第二节 专项安全技术措施 一、初采和初次放项 (一)采前准备 1、工作面开采前,首先按规定支设好切顶、端头和两巷超前支护支架,确保上下出口安全畅通,支架未接顶处,用构木背实,巷道超高处必须使用与巷高相匹配的单体支柱。 2、在两巷落山处,瓦检员跟班检查该处的瓦斯情况,符合规定后方可作业,发现异常情况要停止作业,向调度汇报并采取措施解决后方可生产。 3、两巷要按规定备足完好的单体液压支柱、π型钢梁、楔子、构木、柱帽、木棚板以及优质圆木(φ20cm)。 4、初采过程中,各排水设备要加强检修维护,排水人员要严格执行交接班制度,保证不因水而影响生产。 5、将工作面溜子顶到前进帮,并调成直线,所有液压支架全部升起接顶,支架推移杆全部与溜子连接好后方可采煤。 6、对工作面所有机电运输设备进行全面检查和试转,待机电科、运输科验收合格后,方可组织生产。 (二)初采初放技术措施 1、安煤机前在机尾打缺口,可以直接正常割煤,割至工作面中部,返空刀至机尾,再扫空刀至中部斜切进刀割前半部,开始正规割煤。 2、工作面初次来压前,采高与切巷推平。 3、初次来压时,移架紧跟机组,及时伸出前探梁,并打下打紧护帮板。割煤过程中,超前机组3-5m及时收回护帮板,以防煤壁片帮从而发生顶板拉槽、漏顶现象。 4、初采期间,要逐步调整工作面层位,推进5-10m后达到设计采高,然后沿底板割煤,严禁割顶底板岩石。 5、工作面推进8m后开始观察顶板冒落情况,若顶板不冒落应采取措施并报有关领导组织处理。 (三)初采初放安全措施 1、23407工作面准备安装结束后,按照《采煤工作面准备安装标准及验收办法》由矿自检,合格后向集团公司生产处提出申请验收。经上述单位全面质量验收合格后,移交双柳矿准备队开始初采。 2、矿要成立初采领导小组,组长为生产矿长,技术、机电、运输、通风、调度、安监及组队负责人组成领导组成员,在老顶来压前领导组成员应经常深入现场,发现问题及时解决,及时纠正不合理的操作方法,现场不能解决的汇报矿长,采取其它措施解决后方可生产。领导组成员必须跟班指挥,待初放结束后,领导组方可解散。 3、初采放顶和老顶来压前,要加强支护质量,保证支柱、液压支架全部有效,初撑力全部达到规定要求,泵站压力符合规定要求。 4、初采期间组队要派专人观察顶板、采空区和支架压力监测记录仪的情况,坚持顶板动态监测,掌握并及时预报顶板压力变化情况,发现异常要及时处理并汇报矿调度。 5、顶板脱层不平和拉槽漏顶时,梁上必须垫棚板、打木垛或加木楔接顶,确保支架接顶严实。 二、末次放顶 (一)停采准备 1、要严格掌握停采线位置,在末采期间,要加强顶板管理,严格支护质量,杜绝顶板发生漏冒顶现象。 2、在工作面推进到距停采线30m处时,在23407材运两巷除原锚网支护外,采用3.6m长π型钢梁和与巷高相匹配的单体液压支柱支设矩形棚加强支护,棚距1.0m,压力大处可缩小为600-800mm。 3、停采前,调度室要组织有关人员对23407面采高、顶板支护、设备情况进行一次全面详细检查,对查出问题定人定时解决,确保末采工作顺利。 4、末采期间,液压支架必须调直,支架前后立柱油缸行程一致,误差不超过±100mm,支架顶梁接顶严实,无浮煤、浮矸堆积,支架错差、端面距、初撑力符合标准。 (二)末次回收及末次放顶技术措施 当23407面推进至距停采线14m时,进入停采阶段,支架上方开始铺金属网,先铺1.8m单层网,再铺双层网,铺联网方式严格按标准进行,末采时另出专项措施。 三、初次周期来压和周期来压的顶板管理 根据已采工作面矿压推算,直接顶初次跨落步距为13-18m,老顶初次垮落步距为23-30m,老顶周期来压步距为22-34m,正常放顶步距为600mm。在放顶期间应采取下列措施: 1、认真细致、全天候观察顶板动态,严格掌握推进长度,并加以分析总结,尽早掌握本工作面来压步距,以便及早采取措施,予以防范。 2、来压前,支架保证初撑力达到24MPa以上,并在运巷切顶线处增设戗柱,以防止落山走向推力。 3、割煤后及时追机拉架、移溜,伸出支架伸缩梁,打出护帮板护帮,滚帮特别大处要沿煤帮增设贴帮戴帽点柱护帮。 4、保证超前支护处支柱初撑力及支护标准。 5、积极组织正规循环作业,加快推进速度。 6、采空区悬顶大于2×5m2时,应采取人工放顶。 四、过断层、无炭柱、褶曲、空巷的措施 1、工作面遇断层时,及时在断层附近根据顶板破碎情况增设2.8m、1.6m的优质松木棚板、柱帽(0.6×0.2×0.1m)及适量DZ-31.5型、DZ-25型单体液压支柱以备及时处理漏冒顶。如断层与工作面夹角较小或断层较大难以通过时,需出专项施工安全技术措施。 2、工作面遇无炭柱时,如无炭柱较小,可采用平推硬过的办法通过,同时对煤帮和落山用戴帽点柱加强支护;如无炭柱较大,需及时制定专项措施绕过无炭柱以保证正常施工。 3、工作面遇褶曲时,可根据褶曲情况进行挑顶或卧底以保证溜子平直,同时在褶曲地段根据顶板情况适当增设支护材料。 4、工作面过空巷时,必须提前在空巷进行超前维护,如打木垛等,每班还必须对空巷进行瓦斯检查,如空巷有积水时,必须提前进行排放。 5、加强地质预报工作,工作面遇其它特殊地质变化时及时制定专项补充措施。在遇断层、无炭柱等地质变化必须留顶底煤时,制定临时施工措施,按临时措施规定留设顶底煤。 6、在遇断层、无炭柱等地质变化必须留顶底煤降低采高时,必须制定临时施工措施,按临时措施规定留设顶底煤。 五、处理冒顶措施 1、首先查明冒顶区内有无埋截堵压人员,及时采取应急措施救护,并向调度室汇报事故情况,同时要保证通风,防止有害气体积聚造成事故。 2、清理退路,保证畅通,然后由外向里加固冒顶区边缘支架,对所有支柱进行二次补液,不接顶处加垫木棚板和柱帽,同时在冒顶区边缘补打戴帽点柱进行施工,阻止冒顶范围扩大。 3、人员站在冒顶边缘安全侧棚梁下观察顶板,用长柄工具挑落冒顶区活矸(煤),并迅速掏梁窝补铺网支设至少两架探头棚,并在棚梁下安设贴帮点柱。 4、工作面冒顶严重时,可用垂直煤壁向上15°打铁钎,以达到提前控顶的目的;若巷道冒顶时,先在冒顶边缘架设两架卡口棚,再边清碴边支设抬棚,最后打木垛接顶。 5、点动工作面溜子将冒顶区碴、煤逐步运出,同时由冒顶区边缘向中央逐步清理、支护,要求清一架,支一架,顶上用棚板刹严或打“#”字型木垛接顶。处理时,必须由带班长或有经验的老工人现场指挥并设专人站在安全处观察顶板,大石头放入落山。 6、处理完后,清理现场,将多余物品清理运出。 7、若工作面发生大面积冒顶,则另出专项措施。 六、预防、处理片帮措施 1、工作面煤壁采齐采直,支架初撑力达到要求,减小顶板对煤壁压力,煤机割过后及时打下护帮板。 2、对于节理发育造成的片帮现象,据实际情况采取斜摆机头或机尾的办法快速推过发育区,以此减小煤壁片帮,达到控制顶板的目的。 3、煤层较厚发生片帮时,可采取煤层加打锚杆或锚索的办法加强对煤壁的维护。 4、工作面端面距大于340mm,由于煤壁倾斜无法支设贴帮点柱时,在支架顶梁上方穿木棚板,以有效控制空顶。 七、过皮带机头、移变、绞车等硐室(高度>2.5m)措施 1、待工作面推进至硐室10m左右时,在硐室内视现场实际情况用与硐室高度等高的单体液压支柱支设戴帽点柱,点柱呈矩形布置,距硐室帮300mm,间排距均为1m,且支柱要留有300mm的伸缩量,支在实底上,迎山有劲,并挂好防倒链,在硐室内要挖好柱窝。 2、过硐室提前一刀,将硐室内煤壁帮锚杆螺母按由下向上的顺序松开,卸掉托盘,剪掉金属网。 3、煤机割至硐室位置时,每割800mm,停机提前将巷帮上松动锚杆取出回收,防止掉入溜子或拉入煤库造成事故。 4、在过硐室期间,回硐室内支柱要由工作面向外按要求先支后回逐根进行,要回一排硐室内支柱再割煤,不得一次全部回去支柱。 5、在工作面推进过程中,组队要派专人观测硐室顶、帮及支柱压力情况,发现问题及时汇报处理,同时要加强端头支护与超前支护质量。 6、若出现顶板压力大,有锚杆、锚索松动现象时要及时锁紧,同时及时支设贴帮点柱或在支架顶梁上方应及时用棚板打木垛接顶。 7、作业中严格执行敲帮问顶制度,及时挑落顶板上浮矸活石,任何人严禁空顶作业。 8、在机道内作业时,必须闭锁煤机溜子,且严格执行敲帮问顶制度,煤机前后截割头落地。 9、过硐室期间,支架液压系统必须完好,组队要备足所用支护材料。 10、通风区每班要派专人检查硐室内瓦斯情况,确保瓦斯浓度在规定值以下。 八、其他安全措施 1、若工作面溜子、支架发生前(后)窜或遇顶板破碎时,应根据现场情况确定端头进刀位置及向机头或机尾方向移溜、拉架。 2、若工作面顶板破碎或难于控制时,除加强支护外,要采用注马丽散加固顶板,尽快推过破碎顶板,届时另出措施。 3、若工作面顶板为页岩、泥岩在割顶煤后顶板难于控制时,经技术、地测、调度、安监等部门现场研究决定留顶煤范围,并留顶煤或沿标志层开采。在推进过程中,随时观察煤壁及落山顶板冒落情况,如煤层变硬、 片帮轻微,落山冒落岩块完整、块度较大或变为砂岩,应及时将顶煤挑落,沿顶板割煤,且严格控制工作面采高在3.35m,若煤层变厚则留顶煤沿标志层割煤,保证最大采高不超过3.6m。 4、工作面出来大块煤要在溜子机头及时人工破碎,破碎时要停止工作面溜子、转载机及破碎机,人员站在顶板完好、支护完整的地点,并处理完一切不安全因素后进行破碎工作。 第三节 设备检修安全措施 一、更换、进出大型部件安全措施 1、更换大件时,必须停止各种设备,防止误操作。 2、认真检查作业地点顶板、煤帮情况,并严格执行敲帮问顶制度,确认无问题后方可作业。 3、人工搬运大件时,要配足人力,专人指挥,并防止碰手砸脚现象。 4、起吊时,不得在原支护体上起吊,要重新打起吊锚杆、锚索或搭起吊梁,锚杆最大起吊量不超过5T,锚索最大起吊量不超过10T,并检查支护是否可靠,有问题先处理后作业。 5、使用手动葫芦时,手动葫芦要保证完好,手动葫芦的吨位与设备重量相匹配,吊挂时用锚链或钢丝绳套连牢,选合理的位置吊挂,起吊时人员要站在安全有退路的地点。 6、在支架上使用手动葫芦时,要挂在支架合适部位,严禁吊挂在油缸上,升降支架时要统一信号,防止误操作。 7、运输机拉运大件时,要捆绑好并由专人观察拉运情况并在工作面煤机处设好警戒,专人开车,如有问题要及时处理。 8、使用绞车拉运时,要设好警戒,人员避开钢丝绳波动区。 9、大件拉至机头机尾需人工搬运时,要配足人力,专人指挥,并防止碰手砸脚现象。 10、从机头机尾出大件需拆除原有支护前,必须先支好临时支护,待拉移出重物后,要及时支好原有支护。 11、使用回柱绞车拉运大件时,要将回柱绞车戗牢并设好警戒,运输 沿途要提前查看,人员避开钢丝绳波动区。 12、若从机尾进出大件,在大件过设备列车时,沿途必须由专人观察拉移情况,防止大件与设备列车碰撞。 13、在进大件需用绞车倒拉时,导向所用的手动葫芦要用地锚固定牢或与支架固定牢,再进行拉移,但不得挂在支架油缸上。 14、拉移时要由专人观察拉移情况,碰到的支柱要及时停止拉运,待支设好支柱后方可继续拉移。 二、接大链安全措施 1、当运输机、转载机断上链或切链时,闭锁其开关,并检查作业地点顶、帮情况,无问题后方可作业。 2、接链时要使用专用紧链器,并要远距离操作。 3、断底链时,先确定断链位置,然后将底链转到上链,人员要站在安全地点,避开大链波动范围。 三、缩皮带安全措施 1、缩皮带前必须检查工作地点支护情况,检查所用回柱绞车、支柱、油缸等安全情况,无隐患方可作业。 2、缩皮带要由本队专职三机工操作,施工时要避开皮带机头位置并要统一信号,信号不明不得操作。 3、缩皮带时必须在断电状态下进行,且转载机头两边不得站人,以防掉道伤人。 4、缩皮带时,人员要观察跑道的位移情况,如遇阻应查明原因后再作业。 5、所用大链用M30螺丝带满扣连接,并加盖皮带。 6、皮带到位后,要将机尾架子的煤泥杂物清理干净,并支平垫稳,机尾应和皮带整体保持一直线,然后缓慢把支柱放液。 四、井下拆装、检修液压支架大型部件安全措施 1、支架在工作面进行部件拆装时,应注意顶板、煤帮情况,在采取护帮及敲帮问顶制度后方可施工,并做好人身和设备的防护工作。 2、更换立柱、前探梁千斤顶、各种控制阀元件时,要先用不少于两根单体支柱打紧支架顶梁后再进行,临时支柱要支在底板上,不得支在工作面溜槽内,柱头要避开油缸,且支柱防倒设施要挂在邻架上。 3、更换完毕后,原支撑支柱至少每人扶一根,然后给液,支架被换油缸发挥作用后,方可回掉单体支柱。 4、支架及泵站上的液压部件及管路系统在有压力的情况下,不得进行修理和更换,必须在卸载后进行,且闭锁开关专人看守。 5、支架在拆装和检修过程中,必须使用合适的工具,禁止乱敲硬打,特别是各种油缸、活塞杆及阀芯、密封套,防止损伤。 6、拆装的液压零部件要标上记号及量取的尺寸,并分别放在适当的地方,拆下的小零件应装入工具袋内,防止丢失。 7、各种油缸在井下拆装时、人工搬运过程中,要收缩至最低位置,将缸体内的液体排净,便于搬运及防止油缸表面碰伤、锈蚀,并轻拿轻放。 8、备换的各种软管、立柱、千斤顶与各种阀件的进出液口,必须用合适的堵头保护,且在运输过程中,防止脱落。 9、在更换调平油缸等顶梁上的零部件时,应先检查顶板瓦斯情况,必须在瓦斯浓度低于1.0%以下时方可操作,且在进行凿、撬、敲、击等工作时,要避免产生撞击火花。 10、人工抬运部件时,要分工协作,避免碰手砸脚现象发生。 11、在工作面起吊部件时,起吊位置要合适,不得在油缸缸体上吊挂,且工作人员要避开起吊位置,起吊葫芦与起吊物件相匹配。 12、搬运前,首先把沿途支柱检查一遍,若防倒设施缺失或吊挂不牢要重新吊挂,捆绑油缸用4″钢丝绳上绳卡(至少两道)。 13、在工作面更换部件前,必须停止工作面溜子、煤机运转,并闭锁开关,设专人看守,若人员在溜子中作业完毕后,清理后方可打开闭锁,起动溜子。 14、更换立柱前,要调整好相邻支架的间距,且挑落顶板活矸活石。 五、其它安全措施 1、电气设备的检修、维护和调整,必须由电气维修工进行。任何人不 准乱动与本工种无关的电器设备。 2、各种机电设备要定期检修,严格按机电设备质量标准进行。 3、材运两巷电缆要吊挂整齐,电缆严禁用铁丝吊挂。 4、检修工作面输送机、煤机、转载机、胶带输送机等设备时,必须切断电源,打开离合,不准带电检修任何电气设备。 5、建立健全包机制个人档案、包机管理制度,包机人员认真填写设备运行情况和机电设备检修情况。 6、严格执行现场交接班制度,将设备运行情况给下一班交待清楚。 7、各种机电设备的保护设施应齐全、可靠、动作灵敏,严禁甩掉各类保护不用。 8、机电设备检修、验放电前,作业人员必须配带便携式瓦检仪,检查作业地点20m范围内瓦斯情况,只有浓度在1%以下时方可作业。 9、严格执行双柳矿停送电制度。 10、各工种人员必须是经过专门培训并取得上岗证的人员担任,操作人员要严格按操作规程作业,不准违章操作。 11、发现设备事故隐患的,必须立即停机处理,严禁设备带病运转。 12、检修泵站、液压支架时,必须切断高压释放余压后方可进行。 13、胶带输送机必须使用堆煤、低速、跑偏保护装置,应使用烟雾、温度保护装置。 14、处理运输机、转载机和破碎机故障时,必须切断其电源,打开离合,确认无问题后方可作业。 15随着工作面的推进,两顺槽绞车的回收工作面由下机电队进行。 16、严把设备入井关,杜绝不完好设备入井。 第四节 行人安全措施 1、工作面支架内不能有任何杂物堵塞通道。 2、支架间的管线要吊挂整齐,避免影响行走。 3、人员必须走支架间,在支架前立柱与运输机挡煤板间行走时必须先观察好顶、帮情况及退路。 4、人员行走前方有人操作支架时,在距操作地点3m外打招呼,停止操作后方可通过。 5、人员在工作面行走时脸要扭向煤壁,边走边观察,发现隐患及时处理。 6、在工作面输送机前(后)窜时,输送机运行过程中严禁跨输送机,必须停机过人。 7、转载机机尾至破碎机必须装有防护栏,行人时必须走行人过桥或停机过人。 第五节 辅助运输安全措施 一、拉设备列车及防跑车安全措施 1、各平板车间采用锚链或联接板连接牢固,并用M20螺丝满扣拧紧。 2、拉设备列车前,先清除设备列车前、车下及两道的阻车器、障碍物,拨出接地极。 3、拉设备列车前要把电气设备的电源切断,绞车“四压两戗”稳固可靠。 4、拉移前应检查各车连接及钢丝绳的完好情况,无问题后方可作业。 5、拉设备列车由5人以上协同作业,带班长现场指挥,并派专人设好警戒,警戒人员要时刻观察电缆、水管及各车情况,发现问题立即发出信号停止拉移,开车人员持证上岗。 6、拉设备列车时禁止闲杂人等通过作业现场,不得站在列车正面,人员要避开钢丝绳的波动范围。 7、拉列车要缓慢拉移,禁止断电放车。 8、设备列车到位时,至少要设三道阻车装置,将电缆重新吊挂整齐,并打好接地极,多余电缆放在架子车上盘好。 二、运料安全措施 1、运料时,在开动绞车前,必须先检查钢丝绳、绳头、联接环(销)、道轨、道岔、信号,绳卡及绞车的完好稳固情况,无问题时方可开车。 2、绞车的开停牵引和制动必须用信号指挥,做到操作准确、统一、及时,开车人员持证上岗。 3、绞车运料时,每次挂车数必须符合有关规定,绞车钩头连接可靠,严禁超挂车。 4、在巷道中运输物料时,必须在运料范围的两头设警戒,严格执行“行人不行车,行车不行人”的规定。 5、严禁斜巷断电放飞车,按规定使用挡车设施,挡车设施要保持常闭状态。 6、两顺槽调度绞车地锚要牢固可靠,绞车牌板内容科学、合理,声光信号齐全,使用正常,巷道内防跑车装置齐全可靠,小绞车管理和轨道符合小巷运输标准要求。 7、料车装有大件时与巷帮、顶支护的间距应符合《煤矿安全规程》第22条、23条之规定。 8、所用钢丝绳符合《煤矿安全规程》第405条-408条之完好规定。 第六节 防瓦斯安全措施 1、工作面或回风流中气体一旦超限,必须停止工作面一切生产,待处理后,方可恢复正常生产。 2、所有监测装置在超限断电后,严禁自动复电,只有在瓦斯浓度经瓦检员检查符合复电浓度时后,方可人工复电。 3、每班班组长要经常查看通风区瓦斯及有害气体记录牌板,随时掌 握本工作面瓦斯及有害气体的发生情况。 4、本班跟班干部、生产班组长、电钳工、采煤机司机入井时要携带便携式瓦斯检查仪。 5、通风部门要加强瓦斯抽放工作的管理,有效降低工作面瓦斯浓度。 6、加强上隅角的瓦斯管理工作,若确因瓦斯涌出量大,上隅角超限时,要及时采用风障导风等方法处理。 7、瓦斯抽放管路的管理要做到:①抽放管路及抽放系统各观测点每天至少进行一次全面检查,发现问题及时汇报处理。②瓦斯管路铺设地段严禁施工,如确需施工,必须做好管路保护措施。③瓦斯管路上严禁堆积杂物,如因片帮等原因使管路被埋,组队必须及时清理。④电缆、通讯线路确需与瓦斯管路布置在同一侧,必须有足够的安全间隙。⑤在瓦斯管路醒目处,揭示警标“瓦斯管路,严禁碰撞”。 第七节 防煤尘安全措施 1、采煤机割煤必须先送水,无水或水量不足不许开机,各喷雾洒水系统必须保持完好无损,喷头齐全,管路不漏水,不堵塞,不打死折。 2、各支架喷头必须完好坚持使用,各喷雾装置停机必须及时关闭。 3、巷道内洒水时,电气设备必须遮盖。 4、运输机开动时,必须打开转载点喷雾阀门,发现损坏或堵塞及时汇报处理。 5、机组和各部运输转载点要做到开机送水,水停机停,无水不生产。 6、对所有防尘设施要合理使用,妥善保护,防止丢失和损坏。 7、通风部门要采用合理的通风技术及最佳排尘风速。 第八节 防灭火安全措施 1、要坚持“预防为主、消防并举”的原则,严格控制引火火源,杜绝外因火灾的发生。 2、加强设备的维护与使用管理,确保设备完好,消灭失爆,严禁带电作业和违章操作,防止产生电器火花和机械磨擦、撞击火花。 3、任何人发现井下火灾时,应遵照《煤矿安全规程》第244条规定,立即采取一切可能的方法灭火、控制火势,并迅速报告矿调度。 4、井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内,使用浸过油的棉纱、布头等,必须存放在盖严的铁桶内,剩油、废油要及时出井、严禁泼在井巷或峒室内。 5、工作面杜绝一切明火。 第九节 防治水安全措施 1、加强工作面、转载点的喷雾管理,严格执行停机停水制度,工作面、两巷有积水时要设专用水泵抽水。 2、工作面水泵要保证完好,且要有备用水泵,排水能力要能满足生产需要。 3、在初次放顶及回采中要注意工作面涌水情况,有问题及时汇报处理。 4、巷道内水沟要经常清理,保证畅通。 5、因工作面距原切割巷约30m,回采过程中要加强观测,有问题时及时汇报、反馈进行处理。 第十节 避灾路线 工作面一旦发生火灾、水灾、瓦斯煤尘爆炸等灾害时,要根据灾害性质,发生地点及所处位置,要尽一切努力采取可能的方法补救事故,控制灾害事故漫延和扩大,并及时汇报调度,如情况紧急,应沉着冷静、临危不惧、团结互助、不慌不忙、听从指挥,在班组长和老工人的带领下,采取应急措施进行自救、互救,并选择合理的避灾路线,尽快撤离危险区。撤到安全地点后,要及时联系汇报,清点人数,以便救护。避灾的原则是安全、迅速、远离灾区。 避灾路线: 23407工作面→23407运巷→23407上库巷→二采辅助运输巷→各联络巷→二采集中轨道巷→副立(主斜)井井底车场→副立(主斜)井→地面 23407工作面→23407材巷→23407材巷绕道→23407材巷→二采辅助运输巷→各联络巷→二采集中轨道巷→副立(主斜)井井底车场→副立(主斜)井→地面 附图5-1 23407工作面避灾路线示意图 第十一节 安全制度 认真贯彻“安全第一,预防为主”的方针,坚持“不安全不生产、措施不落实不生产、隐患不排除不生产”的“三不”原则,严格执行交接班制度、岗位责任制、机电设备检修制、持证上岗制、敲帮问顶制度、工程质量验收制度、巷道维修制度、放炮瓦斯检查制度、安全生产管理制度,严格执行《煤矿安全规程》《岗位操作标准》及有关煤矿安全生产的各种法律、规定及条例,集团公司党政一号文件、安全生产30条规定,以“三大标准”为准绳,加强自主保安、互保、联保,杜绝任何人违章作业、违章指挥、违反劳动纪律的“三违”现象发生,确保安全生产。