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潘二矿矿井通风设计说明书

作者:煤矿安全网 2012-12-07 15:32 来源:煤矿安全网

  第一章 矿区概述及井田特征

  一、地理概况

  1、位置

  XX煤矿有限责任公司(原XX第二煤矿)位于淮南市西北部,明龙山以南,淮河以北。隔淮河与淮南老区相望,南距淮南市政府所在地洞山,直线距离约25公里。 地理坐标: 东经116°50′00″~116°56′15″,北纬32°45′10″~32°50′00″。

  2、交通

  矿井内现有矿区公路与各矿和市内相连接,矿井铁路专用线与淮阜线和淮南线相连接,通达全国各地。矿井南行15公里即可连接淮河水运,交通极为方便。

  3、最高洪水位

  淮河为本区主要河流,矿井所在地洪水位采用田家庵水文观测站资料,淮河历史最高洪水位为1954年最高洪水位+25.63m ,2003年7月6日淮河水位+24.31m,现堤面标高+27.07m。

  二、井田开拓开采

  1、井田境界

  井田边界:西起Ⅶ-Ⅷ线,东以13-1煤层-800m等高线投影为界,北界起于F1断层及其延长线,经F66、F1-3煤层-800m等高线,南界由F5断层向东经Ⅵ线,背斜轴,拐Ⅳ-Ⅴ线,再沿F3断层、Ⅲ线至13-1煤层-800m等高线。拐点为构造线与勘探线的交点,Ⅶ-Ⅷ线上拐点在Ⅶ-Ⅷ12孔南200m连602孔交F5断层,Ⅵ线上拐点在Ⅵ2孔南160m处,以57度与Ⅵ线夹角向西南交F5断层。井田走向长12Km,倾斜宽1.3~4.5Km,井田面积33.5Km2。

  2、储量

  储量计算边界即井田边界,矿井一水平计算储量为基岩界面垂深60m~-530m,二水平计算储量为-530 m~-800 m,储量计算煤层为13-1、11-2、8、7-1、6-1、5-1、4-1。

  截止2004年底,XX公司井田内7层煤共有地质储量37815.4万吨(其中一水平15903.7万吨、二水平21911.7万吨),可采储量11290.3万吨(其中一水平5966.4万吨、二水平5323.9万吨)。

  3、设计能力及服务年限

  矿井设计能力历经5次修改。1975年5月合肥煤炭设计研究院完成2.4Mt/a矿井初步设计,75年11月完成3.0Mt/a修改初步设计,89年7月完成2.1Mt/a修改初步设计,95年8月完成2.1Mt/a调整初步设计。04年8月完成2.6Mt/a技改可研报告,04年10月井下技改工程正式启动。

  按照已确定的2.6Mt/a生产能力,考虑1.3储量备用系数,矿井改扩建后服务年限为38.7年。

  2003年安徽经贸委核定生产能力为2.0Mt/a。

  4、开拓方式

  矿井采用立井、主要石门、集中大巷开拓方式。工业广场内有主井、副井。浅部设有西进风井和西风井。矿井回风水平为-350m,第一水平标高-530m,二水平位于-700m(下山采至-800m)。现有南一、西一、西二、西三、西四五个B组采区生产,其中南一、西一采区利用B4底板三条岩石上山开采B4~B8煤层,西二、西三、西四利用B4(或B6)底板岩石上山和煤层上山开采B4~B8煤层。采煤方法为走向长壁全部冒落法管理顶板。

  回采工艺:厚度在3m以上的煤层工作面采用放顶煤开采, 3m以下煤层工作面采用DZ22型和DZ25型支柱炮采。

  5、通风方式

  矿井通风方式为混合式,进风井有副井、主井、西进风井,回风井为西风井,装有两台K4-73-02№28F离心式抽风机(一备一用),配套电机型号为YR1600-10。目前矿井回风量为13690m3/min。2004年矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井,瓦斯绝对涌出量最大30.19m3/min,平均为28.64m3/min,相对瓦斯涌出量最大为12.01m3/t,平均为11.39m3/t。突出煤层有3、4-1、4-2、11-2、17共五层煤。建井期间共发生14次突出,投产以来未发生一次突出。矿井自燃危险等级为二级,煤层自然发火期为3~6个月,投产以来放炮着火一次。各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性,煤尘爆炸指数为33~42%。

  三、工作面概况

  (一)井下位置及邻近开采情况

  12125工作面位于-400 m水平,地面标高+20m,工作面标高-358~-410m ,东以原14125采空区为界,西至西四采区上山和F212-1断层,南以风井保护煤柱为界,北以设计标高为准。

  5-2煤与6-1煤层间距平均14.5m,与4-2煤平均层间距为15m。

  (二)对应地表情况

  12125工作面位于原西三采区西翼,对应地表重复塌陷区内,主要是农田。

  (三)煤层赋存及顶底板情况

  1、煤层情况

  5-2煤:灰黑色,粉末状,灰份含量较多,半暗型。另外本块5-2煤层属极不稳定煤层,在西四采区范围内煤层较厚,但在西三采区范围内煤层较薄,局部缺失。煤层结构复杂,厚度0~2.0m,平均1.4m,煤层倾角5~10°,平均7°。

  5-1煤:黑色、粉末状为主,含少量块状煤,半暗、半亮型。平均厚度1.2m。

  5-2与5-1煤之间夹矸为泥岩,深灰色、泥质结构,上部含较多砂质成分,底部含少量炭质成分,岩芯较破碎,均厚2.28m。

  2、煤层顶底板情况

  老顶:中细砂岩,层厚3.74米,浅灰色,微发绿,中细粒结构,内含较多白云母碎片及少量暗色矿物,岩性致密。

  直接顶:泥岩,层厚0~0.9米,灰黑色,泥质结构,含炭质成份,层内含少量植化碎片。本块断无伪顶。

  直接底:泥岩,层厚2.28米,灰黑色,泥质结构,上部含有较多砂质成份,底部含少量炭质成份。

  老底:细砂岩,层厚6.01米,浅灰色,细粒结构,局部含少量泥质成份,层内含少量值化碎片及少量黄铜矿物薄片,岩性较破碎。5-2煤层顶板情况见表1。

  5-2煤层顶板情况

  表1

  (四)地质构造
   根据矿勘探资料及上覆的12126工作面掘进期间的实见地质资料,本工作面的地质构造比较复杂,中小断层比较发育,其中F203断层落差为4~6m,可能对巷道的正常掘进影响很大。其它断层也可能会对掘进造成不同程度的影响。另外本块5-2煤层属极不稳定煤层,在西四采区范围内煤层较厚,但在西三采区范围内煤层较薄,局部缺失。过变薄带和和缺失区时要有针对性措施
  工作面具体断层情况见表2。

 (五)水文地质及探放水措施
   本块段的充水因素主要有以下几个方面
   1、顶板砂岩水,可能会顺裂隙带导入工作面。造成工作面顶板淋滴水,恶化工作环境。
   2、上覆采空区积水。本工作面掘进时,上覆的12126工作面正在回采,掘进时采空区积水可能会顺裂隙导入本工作面;回采期间上覆的12126采空区积水可能会顺裂隙导入本工作面。建议掘进、回采期间对采空区内进行探放水,确保安全生产
(六)其它地质情况
   最大涌水量0.5 (m3/min),正常涌水量40.2(m3/min)。
   预计回采过程中瓦斯绝对涌出量Q=3.0m3/min,相对瓦斯涌出量Q=3.15m3/t。邻近层瓦斯含量:4煤5.0m3/t;5-1煤4.0 m3/t;6-1煤2.4 m3/t;7-1煤3.0 m3/t。
   煤层煤尘具有爆炸危险性,煤的自然发火期为3~6个月,属地温、地压异常区。
   (七)储量预算
   本工作面可采走向长540米,倾斜长156米,面积84240m2,煤厚1.4米,容重1.41(t/m³),工业储量166290吨,回采率按95%计算可采储量157975 吨。
     第二章  巷道布置、巷道断面、支护方式及参数
   (一)巷道布置
   按照五年规划和“可保尽保,应抽尽抽”的瓦斯综合治理战略,本工作面作为12124工作面第二保护层,上顺槽内错12126上顺槽10m,下顺槽内错12126下顺槽15m,切眼距西四采区上山最近距离70m。
   出煤系统:利用原西三采区煤仓,通过出煤联巷与下顺槽相连,构成出煤系统;
   进料系统:
   (1)工作面上顺槽与-370m西三进风石门贯通构成进料系统;
   (2)充填材料运送路线:从-370m西三进风石门到工作面上顺槽充填峒室;
   回风系统:回采期间上、下顺槽进风,回风联巷回风,构成Y型通风系统。
   (二)巷道断面
   1)出煤联巷和回风联巷设计为直墙半圆拱形,巷宽×中高=4.2m×3.1m,采用锚网喷支护;B4煤层联巷及煤层下山采用架5#U型棚支护,巷道设计断面为14.06m2。
   2)下顺槽设计断面为矩形:净宽×中高=5.0 m×2.4 m,净断面12.0m2。

  锚杆锚索支护参数:

  (1)巷道顶板采用7套超强预拉力锚杆加4.8m长M4型钢带、金属网联合支护,锚杆规格为Ф22-M24-2200mm,加长锚固方式,每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距750mm,排距850mm。

  (2)巷道两帮均采用4套等强预拉力锚杆加M3型钢带(2.1 m长)、菱形金属网联合支护,锚杆规格为Ф20-M22-2000mm。每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距为650mm;排距为850mm。

  (3)每2排锚杆布置2套高预应力锚索,钢绞线规格为Φ17.8×5.3m,位置在顶板中间位置,距中心1000mm,距离两帮分别是1500mm;每孔采用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果;排距为1.7m。锚索预紧力60~70KN,锚固力不低于200KN。

  3)上顺槽及切眼设计断面为矩形:净宽×中高=4.4m×2.4 m,净断面10.56 m2。

  锚杆锚索支护参数:

  (1)巷道顶板采用5根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加4.2m长M4型钢带、金属网联合支护,锚杆规格为Ф20-M22-2200mm,加长锚固方式,每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距1000mm,排距1000mm。

  (2)巷道两帮均采用4根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加п型钢带(2.2 m长)、菱形金属网联合支护,锚杆规格为Ф18-M20-1800mm。每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固;锚杆间距为700mm;排距为1000mm。

  (3)每3排锚杆布置一套高预应力锚索,钢绞线规格为Φ15.24×5.3m,位置在顶板中间位置;每孔采用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果;排距为3.0m。锚索预紧力60~70KN,锚固力不低于200KN。

  (4)若巷道直接底板岩性变硬,钻眼困难,则两帮最下面一根锚杆规格为Ф18-M20-1200mm或Ф18-M20-1400mm,每根锚杆采用一节Z2350型中速树脂药卷锚固。

  上顺槽作为预留巷道,为满足巷道留设需要,需对原支护进行加固施工,具体施工设计见潘二煤矿12125工作面上顺槽沿空留巷加固方案及参数初步设计。

  四、采煤工艺、顶板管理方法

  1、采煤工艺

  本面采用走向长壁后退式陷落采煤法,综采,一次采全高。

  2、顶板管理方法

  根据煤层顶板管理岩性,直接顶板能随着移架及时冒落,冒落矸石能及时充填采空区,本采区采用全部垮落法管理顶板。

  五、工作面“三机配套”和下顺槽转载机、皮带机破碎机选择

  (一)工作面“三机”

  1、液压支架

  (1)中间架型号为 ZY5000/8.5/17,过渡架型号为ZY5000/11/26

  (2)中间架主要技术参数

  采高范围为0.85~1.7m,移架步距为0.8m,工作阻力5000KN,支架强度为≥0.5MPa,支架支护宽度为1.75m。

  2、采煤机

  (1)型号MG2*150/700-BWD

  (2)主要技术参数:

  采高范围:1.15~1.7m 装机功率:700KW

  截割功率: 2×2×150KW 牵引功率:2×40KW

  滚筒直径:1.15m

  牵引速度: 9.01m/min    电压等级:3.3KV

  3、运输机

  (1)型号SGZ-800/800/3.3

  (2)主要技术参数

  输送量:1600t/h 电机功率:2×400KW 刮板链速:1.10m/s

  刮板链型:φ34×126mm 中间槽规格:1750×800×280mm 电压等级:3.3KV

  (二)下顺槽转载机皮带机、破碎机选择

  1、转载机

  (1)型号SZZ-800/250

  (2)主要技术参数

  输送量:1800t/h ,链速:1.83m/s , 电机功率:250KW,刮板规格34×126扁平链,内槽宽800mm。

  2、皮带机

  (1)型号为皮带机SSJ-1000/110×2一部:

  (2)主要技术参数

  输送量:900t/h 带速:2.5m/s 带宽:1000mm

  贮带长度:100m 电机功率:110×2 KW

  3、破碎机

  (1)型号PCM-200

  (2)主要技术参数

  能力:1000t/h 锤头冲击速度:20m/s 电机功率:200KW ,电压等级:660/1140V。

  12125工作面设备见表3。

  六、确定工作面生产能力、日推进度、服务年限、工程量(岩、半煤、煤)、掘进工作面个数及预计投产日期
   (一)工作面生产能力、日推进度、服务年限
   工作面生产能力为1.97t/m2,日推进度为4.8m,回采时间为4个月。
   (二)工程量、掘进队伍安排预计投产日期
   掘进总工程量共为1970m,其中岩巷157m,煤巷232m、半煤岩1581m。具体见表4。
12125工作面掘进工程量一览表

  截止2月18日,上顺槽已贯通,下顺槽剩余掘进工程量57m,B4煤层平巷已完工,出煤联巷已掘进30m。目前,下顺槽正在掘进,3月份开始,将安排另一支掘进队伍施工B4煤层下山及出煤联巷,预计掘进工程完工时间为5月15日。

  预计投产日期:12125工作面预计投产日期为6月15日。

  第三章 瓦斯涌出量预计

  第一节 瓦斯参数

  12125工作面块段周边5-2煤层未进行回采,本块段上覆的12126工作面已回采完毕,7煤、8煤已经回采。工作面下方的4煤尚未回采。回采期间瓦斯涌出量受周边未回采实体煤层、上覆12126采空区以及临近层4煤的影响。

  根据12125巷道掘进期间及14125工作面回采期间收集的瓦斯资料预测,12125工作面块段瓦斯含量为4 m3/t。

  第二节 瓦斯涌出量预测

  一、 瓦斯来源分析

  12125工作面开采期间瓦斯来源主要有周边未回采实体煤层、上覆12126采空区以及临近层4煤,因此瓦斯涌出量预测采用分源预测法进行。

  二、采用分源预测法方法预测瓦斯涌出量

  根据工作面具体条件和已采采区实测资料,分别计算各种瓦斯涌出源涌出量,与采煤同时抽采的抽采量也计入工作面瓦斯涌出量。
 

 式中:
q  ——回采工作面相对瓦斯涌出量(m3/t);
q本——本煤层相对瓦斯涌出量(m3/t);
q邻——邻近煤层相对瓦斯涌出量(m3/t);
k1——围岩瓦斯涌出系数,全部垮落法取值=1.2;
k2——工作面残余瓦斯涌出系数,取值=1/工作面回采率;
k3——掘进工作面预排瓦斯涌出系数,取值=(L-xb)/L,式中L为工作面的长度,b为巷道宽度,x为预排系数,x=3~4;
k4——不同通风方式的瓦斯涌出系数,U型通风取值=1.0,Y型通风取值=1.3~1.5;
k5——本煤层抽采瓦斯影响系数,取值=1.1~1.5,具体:顺层孔抽采取值=1.05~1.1;老塘埋管取值=1.2~1.3;顶板或穿层孔取值=1.2~1.3;巷道抽采取值1.2~1.4;综合取值=1.3~1.5。
k6——邻近煤层抽采瓦斯综合影响系数,取1.2~1.4;
M、m——本煤层的煤层厚度与回采高度(m);
X0、XC——本煤层的原始、残存瓦斯含量(m3/t),一般XC=0.15X0;
ηi——第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率(%),ηi取实测值;若无实测值,可根据层间距、岩性、采厚、工作面长、回采推进度、瓦斯含量、瓦斯压力等因素综合确定ηi,一般ηi<85%。
Mi——第i邻近煤层的煤层厚度(m);
X0i、XCi——第i邻近煤层的原始、残存瓦斯含量(m3/t),一般XCi=(1-ηi)×(1-K7i)×X0i,ηi为第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率,K7i为第i上或下邻近煤层的瓦斯抽采率;
 

  第三节 预计结果

  根据以上计算,12125工作面开采期间,预计瓦斯相对涌出量为5.94 m3/t、瓦斯绝对涌出量为6.19m3/min。

  第四章 瓦斯治理设计

  第一节 通风设计

  12125系统通风方式为Y型、上行通风,风量为700~800 m3/min,风排瓦斯量为3~4m3/min。

  其进风路线为:

  西进风井→-370m西三进风石门→12125上顺槽→12125工作面

  西进风井→-370m西三进风石门→12124煤层下山→12125出煤联巷→12125下顺槽→12125工作面

  回风路线为:

  12125工作面→12125上顺槽→12125回风联巷→W4B5回风上山→W4回风石门→西风井→地面

  具体通风系统及通风设施位置详见《12125工作面通风系统图》。

  第二节 抽采设计

  一、抽采方案设计

  本工作面采取采空区埋管抽采的方案,同时在12125上顺槽施工穿层钻孔对12124上顺槽进行预抽。采空区埋管与穿层钻孔使用永久系统进行抽采。

  本工作面采用采空区埋管抽采瓦斯方法,即12125回采期间,上顺槽每隔50m向采空区预设一根抽采管,深入采空区20m,以便抽采采空区瓦斯。预计抽采瓦斯量为1~2m3/min。

  穿层钻孔从12125切眼沿12125上顺槽每10米布置1组,每组为4个钻孔。钻孔布置原则为:钻孔在4-1煤层底板间距为5米,其中2#孔布置在12124上顺槽巷中,1#在工作面内侧,3#、4#在工作面外侧,具体见附图。钻孔参数由施工单位根据地质条件另行编制措施进行复审。

  二、抽采系统设计:

  (1)、采空区抽采管管径计算:预计最大瓦斯抽采量为2m3/min,抽采浓度按15%计算,则混合瓦斯量为13.3 m3/min,平均流速取10m/s,则D=0.1457×(Q/U)1/2=0.17 m。

  式中:D─抽采管路内径,m

  Q─混合气体流量, m3/min

  U─气体流速, m/s 取U =10m/s

  故采空区抽采管路管径选用φ203毫米薄壁钢管, 管路进气端要制作成花管,并安装控制闸阀。

  (2)、抽采钻孔通过“多通” 和φ108毫米钢丝软管与干管连接。

  三、抽采系统计量:

  抽采干管由-350m西三回风石门、-370m西三进风石门至12125上顺槽与各抽采管路连接。在每组穿层钻孔安设一个φ108毫米标准孔板流量计,同时每一个钻孔均要安设控制闸阀和测压管,用以单孔计量;在抽采干管和采空区抽采管上分别安设φ254毫米和φ203毫米标准孔板流量计,用以检测穿层抽采、采空区抽采及整个抽采系统抽采量的大小。

  四、抽采系统管理要求

  抽排队在抽采干管低洼处安设放水装置,在各抽采支路上安设控制闸阀。抽排队要加强对抽采管路及其与钻孔的合茬部位、放水装置等处的检查,发现漏气、积水、堵塞等要及时处理,对该系统瓦斯抽采计量情况每周观测不少于2次,所有检查、观测必须设立台帐,发现异常变化必须及时汇报,采取针对性措施进行处理。

  第三节 防火设计

  一、 煤层自燃发火倾向性及其火灾隐患分析

  我矿5-2煤层自燃倾向性等级属二类,最短发火期为54天。

  二、防灭火措施

  1、因工作面开采煤层具有自燃发火性,故必须保持采区通风系统稳定,减少工作面上、下出口压差变化。

  2、本工作面采用Y型通风,上顺槽留巷应及时进行巷旁支护以降低采空区漏风,同时采煤队加快工作面采煤推进度、减少工作面遗煤量。

  3、上、下顺槽如出现漏顶,必须使用不燃性材料及时进行处理,并对高冒处设点进行防火观测。

  4、12125工作面开采期间采用采空区灌浆的防火措施,灌浆浆液水土比为5:1。

  5、井下使用的油料、棉纱、布头和纸都必须按《规程》有关规定加强管理,严禁乱堆、乱放、乱丢,空油桶及使用过的油料、棉纱、布头和纸等及时回收上井。

  6、加强自然发火的检查和预测预报工作,收集气样分析化验,发现指标异常必须及时采取措施进行处理。

  三、防灭火预测预报

  1、瓦检员每班必须对巷道有害气体进行检查,检查次数至少3次,重点检查瓦斯、二氧化碳、一氧化碳等有毒有害气体,发现问题及时汇报、进行处理,防止瓦斯超限和煤炭自燃。

  2、必须加强沿空留巷巷道、高冒处、邻近采空区封闭墙的防火检查,一但发现自燃倾向,应采取措施进行处理。

  3、管理制度

  ⑴、开采前必须建立防火灌浆系统和消防管路系统。灌浆管路必须和工作面同时移交生产,没有灌浆管路工作面不得生产。消防管路和防尘管路合用,水源要充足,每隔50-100m安设一个三通阀门以方便使用。

  ⑵、上顺槽沿空留巷期间,留在采空区的巷道必须在外口设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内。栅栏距工作面上口不得超过6米。

  ⑶、回采工作面严禁留《规程》规定以外的护顶煤、底煤和煤柱。工作面遗煤及巷道浮煤要清理干净。

  ⑷、采煤工作面收作时必须留有建筑密闭墙的位置;收作后,必须及时撤出设备,在45天内密闭注浆。所有密闭墙均要保证质量、严密不漏风,墙外巷道要修好清理干净。巷道口要设置栅栏警标。密闭墙实行图、牌板和台帐管理。

  ⑸、巷道高冒处采用预防性注浆或不燃物充填等措施进行防火处理并建立台帐,按预测预报要求定期检查。

  第四节 监控设计

  12125监控系统必须和工作面同时移交生产。各类传感器的安设数量及其安设位置,各自的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围见下表:

  第五章 防止瓦斯、水、火、煤尘、顶板,以及防止机电运输事故等重大安全设施及安全技术措施

  (一)瓦斯管理

  1、工作面回采之前,必须对回风联巷支护提前进行加固处理。

  2、沿空留巷期间,留在采空区的巷道必须在外口设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内。栅栏距工作面上口不得超过6米。

  3、在工作面回风出口增设二道栅栏,揭示警标,禁止人员入内。人员进入必须携带CH4、CO检测仪器,有害气体超标不得进入。

  4、12125回采期间,上顺槽每隔50m向采空区预设一根管径Φ8寸的抽采管,深入采空区20m,以便抽采采空区瓦斯。

  (二)防灭火管理

  1、上顺槽沿空留巷期间,留在采空区的巷道必须在外口设置栅栏,揭示警标,禁止人员入内。栅栏距工作面上口不得超过6米。

  2、在工作面回风出口向里10~15米处安设一个CO探头,对巷道中CO浓度实现连续观测。

  3、每周对处在工作面通风系统负压侧封闭进行取样化验分析,发现自燃发火倾向应立即采取措施处理。

  4、确保各封闭墙前灌浆管路完好。

  5、12125回采期间采取以注氮为主、注浆为辅的防火措施。每个圆班在下隅角垛袋子长度不少于10m。

  6、井下使用的油料、棉纱、布头和纸都必须按《规程》有关规定加强管理,严禁乱堆、乱放、乱丢,空油桶及使用过的油料、棉纱、布头和纸等及时回收上井。

  (三)综合防尘措施

  1、 坚持综合防尘制度,工作面回风巷必须每天由防尘洒水人员洒水灭尘1次。进风巷每周洒水灭尘不少于2次,工作面每班洒水灭尘不少于3次,局部煤尘、积尘要及时清扫,保证整个工作面系统无煤尘堆积。

  2、 防尘设施要按设计要求安装齐全,并坚持正常使用,损坏的设施要及时维修更换。

  3、 工作面进风巷入口处安设1道净化喷雾;回风巷安设1道防尘喷雾,喷雾距工作面30~50米,喷雾装置必须能将水喷成雾状。

  4、 作业人员必须配戴好防尘口罩,搞好个体防护。

  5、工作面进、回风巷按规定各安设隔爆水袋,水袋水量为200L/㎡,且首道隔爆水袋距工作面距离应保持60~200m, 上、下顺槽向外每隔500~1000米安设一组隔爆水袋。

  6、 综采工作面移架喷雾必须保持完好,并坚持正常使用。

  7、 采煤机内、外喷雾无水或压力不足时不得割煤。

  8、 各转载点喷雾须正常使用,开车时,及时开启,停车时,及时关闭。

  (四)防治水管理

  1、本面位于12126老空区下方,回采期间上覆的采空区积水可能会顺裂隙导入本工作面。回采前,组织职工学习有关突水知识、掌握突水预兆、熟悉避水灾路线。

  2、 在初采初放、过断层及地质异常区时,地测科要及时掌握水文地质资料,当工作面附近有积水时要及时向矿领导及有关单位提供资料,以便采取针对性措施。

  3、回采中严格遵守“有疑必探,先探后采”的原则。

  4、 教育职工日常要注意观察水情,发现异常情况撤出人员,及时汇报矿调度所组织人员鉴定,采取措施进行处理,不宜回采时坚决停采。

  (五)工作面顶板管理

  1、严格控制最小控顶距、最大控顶距及放顶步距。

  2、支架规格质量要求

  (1)支架要排成一条直线,其偏差不得超过±50mm,中心距偏量不超过±100mm。

  (2)支架要垂直顶底板,歪斜不超过±5度,与顶板接触严密,迎山有劲,支架初撑力不得低于额定值80%。

  (3)支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰角小于7度,最大俯角小于5度。

  (4)相邻支架间的错茬不得超过侧护板的2/3,支架不挤不咬,架间空隙不超200㎜。

  (5)要保持支架液压系统的完好,做到无窜液,无漏液,不自动卸载。

  (6)架间无浮煤矸、杂物堆积,管线、电缆吊挂整齐,支架清洁干净。

  (7)及时移架,保证端面距不超过340㎜。

  (8)支架与采面运输机垂直,偏差不得超过±5度,在调整工作面运输机的上窜下滑时,要尽量保持好支架与运输机的相对位置,在工作面收作前甩采时不适用此条规定。

  (9)支架损坏部位要及时更换,不得带病作业。

  (五)斜井运输管理措施

  1、安全设施必须齐全,牢固有效。

  2、绞车司机和信号工、把钩工必须经过专业培训,考试合格后,方可持证上岗。

  3、声光信号必须齐全,小型电气设备上板,开关上架,斜井上、下口及水平车场必须设置行人语言报警装置信号或阻人红灯。

  4、斜井下车场处应设有打点硐室,打点硐室规格不得小于高×宽×深=1.8×2.2×1m。

  5、斜井变坡点处必须设置地滚。

  6、在斜井的上、下口醒目处悬挂“行车不行人,行人不行车”警示牌。斜井上部平车场绞车附近必须张挂齐全的管理制度牌板。

  7、斜巷的上下车场严禁堆放材料等杂物,确保上下车场有安全文明的环境。

  (六)机电管理措施

  1、采煤机

  每日工作前应对下列事项进行检查和处理。

  (1)检查拖缆装置是否完好,连接销有无损坏,电缆和水管有无挤压和破坏。

  (2)检查齿轨和卡块是否牢固,齿轨组的连接锁是否齐全。

  (3)检查喷雾有无堵塞和损坏,水过滤器是否堵塞,水压是否正常,水量是否充足。

  (4)检查截齿及齿座有无损坏和残缺,截齿磨损严重时必须更换,以保持截齿锋利。

  (5)检查各主要部件的螺栓是否紧固和齐全,各部件间的对接螺栓应保持紧固。

  (6)检查各部的油位是否适当,不足的及时加油。

  (7)检查各操作手把动作是否灵活可靠。

  (8)煤机工作时应经常注意各部有无异响,各部温升情况,并随时注意油液和冷却水的压力情况。

  (9)检查各种指示显示窗、压力表、流量计、脏污指示器是否正常。

  (10)煤机检修时,要将煤机停放在煤壁、顶板完好处,同时将煤机离合器拉开。

  (11)每班割煤和检修过后,应将煤机摇臂降下,加强润滑。

  (12)煤机检修过后,必须经过重负荷试车。

  每月应从主、辅牵引部及左、右机头液压箱及齿轮箱取油样,检查是否变质(粘度、机械杂质、水分、腐蚀性)。

  2、液压支架

  每日工作前应对下列事项进行检查和处理。

  (1)检查液压系统、操纵阀有无漏液窜液现象,存在问题应及时处理或更换部件。

  (2)检查所有管路,如有堵塞、卡、压、埋和损坏现象的,要及时处理或更换。

  (3)检查支柱有无自动卸载现象,若有查明原因及时处理。

  (4)检查推移千斤顶与支架、输送机间的连接部件,伸缩梁、护帮板、侧护板等完好情况,若发现损坏,要及时进行处理或更换。

  (5)检查千斤顶与支柱有无变形和损伤,如有及时处理,影响伸缩时应及时更换。

  (6)端头支架必须加强管理,确保符合质量标准要求。

  (7)检查各连接轴有无损坏,如有要及时更换。

  3、工作面运输机及下顺槽转载机

  (1)定专职检修人员,检修时运输机要开空,开关打到停止位置或闭锁工作面运输机,无检修人员通知,任何人不准送电或不准解开运输机闭锁。

  (2)检查拨链器的工作情况,有无歪斜卡链现象。

  (3)转载机未封闭段必须设置防护设施。

  (4)检查中部槽、过渡槽是否抬起,固定部件有无损坏。

  (5)检查机头机尾架有无损坏变形现象。

  (6)检查连接减速器的底脚螺栓和液力联轴器的保护罩两端连接螺栓是否紧固。

  (7)检查减速箱的油质是否良好,油量是否符合规定,齿轮的润滑状况和齿轮的啮合情况。

  (8)每小班检查机头、机尾电机的温度,如超温,要查明原因,进行处理,严禁电机带病作业。

  (9)及时更换损坏的链环、活接环和刮板,挂板链松动时要及时紧固。

  (10)每小班应注意调整输送机与转载机的配合位置和高度,以达最佳的工作状态,减少带回头煤,防止铁器、矸子等杂物进入溜槽中。

  (11)每小班端头工、中班检修工必须清除机头传动部、机尾传动部、电机罩筒、减速器上的浮煤以及其它杂物,以利散热。

  (12)认真作好生产班及中班检修记录,详细注明检修检查部位、更换零件及事故处理情况。

  (13)检修完毕,送电试运转,重负荷运转正常后方可交班。

  4、可伸缩皮带机

  (1)对驱动滚筒、转向滚筒、减速器、张紧绞车的各润滑部位补充润滑油。

  (2)调整清扫器对滚筒的压力,更换损坏的零件,消除积聚在清扫器上的煤粉。

  (3)对运转过程中经常处于振动状态的部位,如驱动装置、张紧绞车、机尾装载点及各滚筒固定螺栓等进行紧固。

  (4)更换转动不灵活和磨损严重的上、下托辊。

  (5)对有开裂现象和受损严重的接头,及时割除重做。更换受损严重的皮带。

  (6)对底板上的浮煤、积水每天清理一次,特别是机尾装载点、清扫器处,容易堆积浮煤和积存水,必须将其清理掉,否则将会磨损下皮带,影响下托辊的转动。

  (7)对于皮带机的综合保护,如跑偏、煤位、低速等保护,每天工作前实验一次。

  (8)检查减速器的油量是否适当及齿轮的啮合及磨损情况。

  (9)更换使用中有问题的部件,如滚筒、钢丝绳、导绳轮、H架等。

  (10)检查游动小车能否在导轨上自由移动,导轨上有无障碍物,如有应及时清理。

  (11)皮带机尾要设置防护装置,人员在机尾作业时,必须离皮带机尾不少于1.0m,否则停止运转皮带机。

  (12)皮带机头固定框架段要上防护网,防止在皮带机开动时,人员在该段行走或作业时的安全。

  (13)检修结束后,要进行重负荷试车,检查皮带有无跑偏或异常现象,完全正常后,方可正常交接班。

  (14)每天清除托辊上的毛须。

  (15)底皮带严禁打运材料。

  5、破碎机

  (1)定专职检修人员,检修前将转载机内煤运空,并将控制破碎机开关打到停止位置,且悬挂停电牌,不经检修人员通知,任何人不得送电。

  (2)检查各部位连接件是否松动。

  (3)检查减速器的油质是否良好,油量是否符合规定及齿轮的啮合润滑及磨损情况。

  (4)检查连接减速器的紧固螺栓是否松动。

  (5)检查液力偶合器内油量是否符合规定,注液塞和易熔塞是否松动。

  (6)破碎机必须在无负载下启动,正常工作时应首先启动破碎机,然后启动转载机。

  (7)检查锤头的连接处是否有松动和丢失现象,磨损严重时,应整套更换或按相对位置成对更换。

  (8)定时检查轴承温度,不允许在高于120度的情况下工作,温度高于80度时,应检修轴承等部位。

  (9)每日在润滑系统内注锂基润滑脂。

  (10)定期检查减速器油温、油位和油污染情况,减速器工作油温应低于90度,发现问题,应及时检修并注油或换油。

  (11)定期检查电气系统的绝缘情况和接头连接情况,防爆面要保持清洁,电缆破损时,必须更换,接线头松动时,必须重新及时紧固。

  (12)在下端头处作业的人员要加强安全自保,过工作面链板机时必须停车后方可通过,严禁人员从转载机未封闭段翻越或逗留,转载机未封闭段必须安设防护装置,第一封闭板上必须安装能使工作面链板机和转载机停止运转的紧急停车装置。

  6、充填泵

  (1)充填泵必须确保双路供电。

  (2)供水管路必须确保正常供水。

  (3)每班要设专人检查输料管路,遇问题及时处理。

  (4)充填泵处必须留有车场位置,确保有一定的存料量。

 

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