哈尔露天煤矿粉尘危害及防治措施

篇2：S露天煤矿排土场滑坡防治措施

露天矿开采工艺分为四个作业环节:即穿孔作业、爆破作业、铲装运输作业及排土作业四个环节。排土作业是露天矿开采工艺的最后一个环节,但排土作业的安全问题在露天矿开采过程中也是十分重要的。开采设计中,采用了分区开采、内部排土方案。在不同分区或分区不同部位,内排工作线沿岩层倾向或走向推进。露天开采至一定时期后,分区间将出现二次剥离边坡。二次剥离边坡倾角大,位于倾斜基底上,稳定条件差。而且,露天煤矿的排弃岩石较软,易风化;内排土场排量高大,又有二次剥离边坡。对于此类排土场的稳定性,国内缺乏经验。所以,露天矿排土工程安全主要考虑如下几个方面:

一、排土场选择

(1)排土场应选在山坡荒地沟谷中保证少占田地。

(2)排土场位置选定后,应进行专门的工程、水文地质勘探,进行地形测绘,并分析确定排土参数。

(3)排土场的阶段高度、总堆置高度、安全平台宽度、总边坡角、相邻阶段同时作业的超前堆置高度等参数,应满足设计中的明确规定。

二、排土场应与露天采场有足够的安全距离,即排土场应建在露天开采最终境界线之外。但在不妨碍矿山生产发展和采场边坡稳定性的前提下,排土场可尽量靠近露天采场最终境界,这样有利于实现近距离排土。

三、排土场的运行安全管理

(1)汽车排土作业时,应有专人指挥,非作业人员一律不得进入排土作业区,凡进入作业区内工作人员、车辆、工程机械必须服从指挥人员的指挥。

(2)排土场平台必须平整,排土线应整体均衡推进,坡顶线应呈直线形或弧形,排土工作面向坡顶线方向应有3%~5%的反坡。

(3)排土卸载平台边缘要设置安全车挡,其高度不小于轮胎直径的2/5,车挡顶部和底部宽度应分别不小于轮胎直径的1/3和1.3倍;

(4)应按规定顺序排弃土岩,在同一地段进行卸车和推土作业时,设备之间必须保持足够的安全距离。

(5)推土时,在排土场边缘严禁推土机沿平行坡顶线方向推土。

(6)排土安全车挡或反坡不符合规定、坡顶线内侧30米范围内有大面积裂缝或不均匀下沉时,禁止汽车进入该危险区,排土场作业人员需对排土场作出及时处理。

(7)排土场作业区内因雾、粉尘、照明等因素使驾驶员视距小于30米或遇暴雨、大雪、大风等恶劣天气时,应停止排土作业。

(8)排土作业区照明必须完好,灯塔与排土挡墙距离15~25米,照明角度必须符合要求,夜间无照明禁止排土。

四、排土场排洪

(1)山坡排土场周围应修筑可靠的截洪和排水设施拦截山坡汇水。

(2)排土场内平台应实施2%~3%的反坡,并在排土场平台修筑排水沟拦截平台表面山坡汇水。

(3)当排土场范围内有出水点时,必须在排土之前必须采取措施将水疏出。排土场底层应排弃大块岩石,并形成渗流通道。

(4)汛期前应采取下列措施做好防汛工作:a、明确防汛安全生产责任制,建立紧急预案;b、疏浚排土场内外截洪沟;详细检查排洪系统的安全情况;c、备足抗洪抢险所需物资,落实应急救援措施;d、及时了解和掌握汛期水情和气象预报情况,确保排土场和下游泥石流拦挡坝道路、通讯、供电及照明线路可靠和畅通。

(5)汛期应对排土场和下游泥石流拦挡坝进行巡视,发现问题应及时修复,防止连续暴雨后发生泥石流和垮坝事故;

(6)洪水过后应对坝体和排洪构筑物进行全面认真的检查与清理。发现问题应及时修复。

篇3：Z矿井瓦斯综合防治措施

一、宣东矿井概况

宣东矿业公司是邯矿集团张家口盛源公司下属的子公司。宣东矿井92年开始筹建,97年正式建井,20**年底通过省局安全设施和生产许可证验收,投入试生产。设计生产能力90万吨,服务年限为64.3年。矿井可采煤层三组5层,即ⅲ3、ⅳ1、ⅳ2、ⅳ3、ⅴ2煤层,其中主采煤层为ⅲ3、ⅴ2煤层;矿井地质储量为一亿二千八百万吨,可采储量8682万吨。其间20**年产煤68万吨,2003年83万吨,2004年78万吨。

矿井为立井开拓方式,两水平开采,即-230m和-350m水平;开采深度为800~1000米。采煤方法为倾向长壁采煤法,采煤工艺为综采;掘进岩巷、半煤岩巷采用钻爆法施工,煤巷主要使用综合机械化掘进方法。

矿井通风方式为主井回风,副井进风的中央并列式;通风方法为抽出式。通风机工作风量9300m3/min,风压3.2kpa,能够满足目前矿井安全生产的需要。

投入试生产初期,布置二个采区,二个回采面生产,即一采区、二采区;后由于瓦斯涌出量大,通风能力不足,改为一井一面生产;2004年6月一采区回收完毕且封闭,至此矿井生产区域全部集中到二采区。今年的主要回采工作面为33205采面,面长140米,推进长度1500米,煤层倾角5~10o,煤层厚度3.5~5.0米;采用zz5200-21/42支撑掩护式支架和mg300-700/wd型采煤机与sgz-764/400型刮板输送机配套使用。全年计划产量96万吨。

原矿井初步设计为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量为5.54m3/t,但矿井投产后瓦斯等级鉴定结果远远大于初步设计,属高瓦斯矿井。

历年来的矿井瓦斯涌出量统计如下:

20**年相对量:23.75m3/t绝对量:5m3/min

20**年相对量:32.04m3/t绝对量:43.45m3/min

2003年相对量:43.54m3/t绝对量:70.29m3/min

2004年(抽放后)相对量:40.6m3/t绝对量:68.68m3/min

瓦斯涌出量呈逐年增加的趋势。随着开采区域的加大,瓦斯涌出量还将有明显的增加。瓦斯涌出量比地质报告提供的高7~8倍。瓦斯涌出严重制约着矿井正常生产能力的有效发挥,对矿井安全生产造成重大威胁。多年来,我们对瓦斯涌出规律及来源进行了研究,并有针对性地采取了各种防治措施,我公司对矿井通风系统进行了改造,对矿井瓦斯进行了综合治理,取得了良好的效果。从而保证了回采工作面的正常生产。

二、矿井“一通三防”措施

1、通风系统改造

①、更换矿井主扇,增加矿井风量。

把原来的bdk-8-no24通风机改为fbcdz54-8-no26矿用防爆抽出式对旋轴流通风机,矿井风量增加3000m3/min,总回风瓦斯浓度降低0.3%。

②、增加巷道断面。

对-230大巷其中300米进行扩大断面,由原来的9m2扩大到13m2减少了矿井风阻。

③、调整通风系统。

20**年对矿井通风系统进行了调整,原通风方式为-230轨巷及-200轨巷进风,-230机巷及-200机巷回风。经矿井通风阻力测定后改为-230轨巷及-230机巷进风,-200机巷及-200轨巷回风。矿井通风阻力降低20mmh2o。

④、改变采煤工作面通风方式。

由初采时的u型通风改为u+l型通风,逐步进化到现在的一进两回通风方式,彻底消除了采煤工作面隅角瓦斯超限的不安全隐患。

⑤、新建风井改变矿井通风方式。

由中央并列式改为边角式通风方式。预计矿井总进风量在14000m3/min,增加矿井通风能力(预计2006年6月完成系统)。

2、瓦斯治理

①、根据国家煤矿安全监察局第21号令,在2005年初,成立了公司瓦斯综合治理机构。形成以总经理为组长,总工程师为副组长的瓦斯管理体系,严格落实瓦斯治理“十二字方针”,杜绝超通风能力、超设计能力生产。

②、成立专门的瓦斯抽放区,负责全矿井的瓦斯抽放工作和煤层注水、煤体加固等工作。

③、建立瓦斯临时和永久抽放系统。

20**年9月临时抽放系统正式运行,该系统主要抽放采空区瓦斯,防止采空区高浓度瓦斯溢出。2004年初,建立瓦斯永久抽放系统,5月份正式对采煤工作面进行瓦斯抽放,其中临时抽放系统的瓦斯抽放量为10m3/min,永久抽放系统的瓦斯抽放量为20-25

m3/min。抽放方法采用巷道密闭抽放、高位顶板顶层钻孔抽放和低位顶板斜叉钻孔抽放。采面抽放率为40%,经抽放后采煤工作面回风及矿井总回风基本未出现瓦斯超限现象,杜绝了重大瓦斯事故的发生。

④、矿井装备了kj66瓦斯监控系统。

在井下所有工作面及硐室、进回风巷按照《煤矿安全规程》要求安装了瓦斯传感器及其他参数传感器,并实行计算机联网。井下所有探头由瓦斯员分片负责,并由专人及时调校。

⑤、控制掘进工作面进度。

掘进工作面掘进速度由1.6米循环改为0.8米循环,减少了单位时间内的瓦斯涌出量。

⑥、在掘进工作面的掘进设备方面全部淘汰煤电钻,改为风钻。杜绝了因煤电钻失爆引起的各类事故。

⑦、进一步与科研院所合作攻关,着手进行本煤层打钻、注水、抽放工作,研究探讨ⅲ3本煤层瓦斯抽放方法,从源头治理煤尘和瓦斯,彻底实现先抽后采,先抽后掘。

3、防灭火

由于我矿井煤尘自然发火期短,为做到防患于未然对采煤工作面及采面煤柱作如下措施:

①、购置了高效泡沫灭火剂,用风钻打眼,对可疑地点进行浇注。

②、购置了两台多功能高压泵对采空区每天进行阻化剂喷洒,阻止了采空区浮煤氧化。

③、2004年底购置两台二氧化碳发生器,主要对采空区灌注。一方面阻止浮煤氧化,另一方面降低采空区瓦斯浓度;有利于阻止采空区自然发火和瓦斯事故发生。

④、为防止进回风联络巷受压形成裂隙漏风而导致自然发火,我矿购置了马丽散加固剂,对所有片帮裂隙进行了充填加固,减少了裂隙漏风。

⑤、在地面建立了黄泥灌浆系统,注浆管路紧跟回采工作面。

⑥、为加强气体监测手段,购置了气象色谱分析仪,由专人负责定期对井下各地点气体进行分析化验。

⑦、委托抚顺煤研所对我矿井的煤样进行分析化验,已确定我矿自燃发火的标志性气体。经化验得出我矿的标志性气体为乙烯,为我矿预防自燃发火提供了可靠的科学依据。

4、防尘

①、在回采工作面支架安设了架间喷雾,完善了采煤机内外喷雾。

②、采煤机和掘进机均采用内外喷雾抑制煤尘飞扬。

③、各掘进工作面均采用湿式打眼,水炮泥,净化通风。

④、建立完善的井下防尘系统,对煤仓和溜煤眼上、下口煤炭运输转载点等进行自动喷雾洒水,同时设置粉尘探头,以控制各产尘点的粉尘浓度。

⑤、在采面回风侧建筑新型挡尘帘,基本杜绝了回风流煤尘超限。

⑥、新购进两台岩石电钻,准备对采掘工作面打钻进行煤层注水。

⑦、配备煤尘检测仪器、仪表对井下各作业场所和风流中的粉尘浓度进行检测,超限时立即采取措施。

⑧、按照规定设置隔爆水槽,防止煤尘爆炸扩散。

三、综采工作面瓦斯防治措施

1、综采工作面瓦斯涌出规律及来源分析

实践表明,综采工作面的瓦斯涌出,受顶板初次来压、周期来压、采空区面积、地质构造等因素的影响。工作面绝对瓦斯涌出量随着回采距离的增加有明显上升趋势。随着工作面的回采推进,工作面绝对瓦斯涌出量一直持续上升,最高时达53m3/min,一般在45m3/min;工作面本煤层绝对瓦斯涌出量基本维持在12m3/min之间;而采空区的瓦斯涌出量达33m3/min。经调查和分析,确定与工作面回采到一定距离,采空区老顶来压垮落,联络密闭被压裂、压坏,垮落的松散岩石充填采空区有关,尤其是从l巷涌出的瓦斯量高达41m3/min左右。从ⅲ3205工作面瓦斯来源和构成分析来看,综采工作面瓦斯涌出主要来源于工作面落煤和采空区以及上覆岩层的瓦斯,其中采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的72%~75%,工作面落煤瓦斯涌出量占25%~28%。采空区瓦斯涌出的大幅度增加是造成综采工作面机巷及专用回风巷瓦斯超限的主要原因。主要瓦斯涌出点为l巷及其滞后的两、三个联络巷。

2.综采工作面瓦斯治理措施及效果

从ⅲ3204工作面的瓦斯涌出情况分析可知,综采工作面的瓦斯主要来源是采空区和工作面落煤。所以,降低瓦斯危害的主要措施是减少采空区瓦斯涌出或改变采空区瓦斯涌出地点,同时减少落煤瓦斯涌出和增加工作面的供风量。

⑴设置专用回风巷和l巷:由于工作面的下隅角易积聚瓦斯,严重制约工作面的安全生产。为解决这一问题,在工作面机巷侧增设一条专用回风巷。同时在采面后沿空留设一段巷道与采后的联络巷形成l巷道,以解决采面下隅角瓦斯超限问题。通过增设专用回风巷和l巷道的措施,使下隅角的瓦斯基本控制在1.0%以下,同时专用回风巷的设置,缓解了机巷的通风压力。

⑵采空区瓦斯抽放:针对工作面的瓦斯涌出主要来源于采空区,所以采取采空区瓦斯抽放这一治本措施。采空区瓦斯抽放的方法有:

①206轨巷低位顶板斜交穿层钻孔

从206工作面的轨巷(进风巷)向205采面回风侧顶板打穿层钻孔。钻孔终孔点垂直位置落在采面煤层顶板以上27~40m的裂隙带内,水平位置距采面回风巷帮20~25m,钻孔沿206轨巷平行布置。钻孔间距10米,孔深81米,孔径φ94或φ113mm,钻孔与206轨巷水平夹角为65。,钻孔倾角一般为25~30。左右,钻孔倾角根据煤层起伏作适当调整。

②205机巷高位顶板倾向顺层钻孔。

垂直205机巷向采面做顶板岩石钻场,爬高8~12米,落平段10m。钻场间距100米,每个钻场布置钻孔10个。孔呈扇形均匀布置。径孔点距煤层顶板高度25~30m。孔深120米,孔径φ113mm。因做钻场成本大,走矸困难,钻孔倾角小,遇到破碎岩层或煤线不易成孔,高位顶板倾向顺层钻孔205采面只做了一个钻场。

③205机巷低位顶板穿层钻孔。

沿205机巷每隔40m做一个低位钻场,钻场沿煤层向采面掘进5米,每个钻场布置5个钻孔,钻孔呈扇形布置,孔深120米,孔径φ94mm或φ113mm,径孔点垂直方向距煤层顶板25~32m,水平方向距回风巷帮22~80m。相邻两钻场间钻孔空间重叠距离为70m,单孔抽放瓦斯量最高为8.07m3/min,在有效抽放期内一般稳定在4m3/min左右。

⑶工作面落煤涌出瓦斯的治理:工作面落煤瓦斯涌出量占25%~28%。落煤涌出瓦斯的治理是确保工作面高产的必备措施。其治理方法是:

①本煤层预抽放和边采边抽:本煤层预抽系统设在工作面进风巷,钻孔布置方式采用交叉布置方式。钻孔设计深度70米,孔径为φ75,钻孔高差取4~6倍钻孔孔径,钻孔间距取2.5~3米。钻孔施工完后先进行高压注水使煤体产生裂隙,而后进行预抽放。单孔流量0.05m3/min。

②增加工作面的供风量。工作面的风量由2000m3/min增加到2500m3/min。

⑷利用相邻工作面进风巷进行配风:由于受采动影响,专用回风巷会出现严重顶板下沉、帮鼓和底鼓的现象,使巷道有效断面减少。为确保专用回风巷瓦斯浓度控制在1.5%以下,从下一工作面进风巷做一联络巷向专用回风巷配风,配风量在400~500m3/min。

通过上述措施工作面绝对瓦斯涌出量降到24~32m3/min。工作面机巷、专用回风巷、采面回风隅角风流中的瓦斯浓度均不超限。

3.结论

①采空区瓦斯涌出的增加是综采工作面下隅角及回风巷瓦斯超限的主要原因。采空区瓦斯涌出量占整个工作面瓦斯涌出量的72%~75%,工作面落煤瓦斯涌出量占28%~25%。

②采用专用回风巷和l巷是解决回风隅角瓦斯超限,确保工作面高产、高效的有效措施。

③采空区抽放是解决综采工作面瓦斯涌出的治本措施,合理的通风方式是工作面“以风定产”的必备条件。

④瓦斯治理措施必须有针对性,只有找到瓦斯涌出的主要源头,采取有效措施,取得最好效果。瓦斯治理必须采取综合措施,才能确保综采工作面的高产高效和安全生产。

4、措施

针对宣东矿采面布置特点以及采空区瓦斯涌出量大等特点,结合204采面抽放经验,目前205采面抽放比较理想的钻场组合方案是:在采面回风巷布置低位叠式钻场,钻场间距40~60米,每个钻场布置5个钻孔,钻孔呈扇形状均匀布置,孔深120米,终孔点距煤层顶板的高度为30米,后面钻场钻孔覆盖前面钻场钻孔,当前面钻场钻孔抽放效果下降时,后面钻场钻孔接着抽放。在与其相临的下一个采面的进风巷仍然布置低位钻场,钻孔沿着巷道平行布置,钻孔间距10米,孔深81米,终孔点距煤层顶板的高度一般为30~40米。这种钻场最大的优点是采面推过后,钻孔不遭受破坏,能继续使用,钻孔寿命长,而且钻孔倾角大,长度短,施工很容易,是一种效果很不错的钻孔。

总之,随着对瓦斯抽放工作各方面认识的不断深入,瓦斯抽放效果会变得越来越理想,矿井瓦斯抽放量、抽放率、瓦斯浓度、采面产量等各项指标逐月递增,不断刷新记录。到今年8月份回采工作面瓦斯抽放率已接近50%,矿井瓦斯抽放浓度已达40%,矿井瓦斯月均抽放量已突破100万米3,目前公司正在筹建瓦斯电厂,矿井“五大灾害”之魔首“瓦斯”已被我公司降服,并将把它“变害为宝”充分利用。

2005年1~3月份除受支架影响外,4~8月份矿井月产量均突破10万吨,没有因为瓦斯影响到生产,目前瓦斯抽放已具备保证矿井年产100万吨的能力,公司投资1.1亿的风井建设工程将于2006年7月投入使用,届时将彻底改善矿井的通风系统,有效保证矿井安全生产,2007年矿井年产量有望达到150万吨。

篇4：综采工作面上窜下滑防治措施

综采(放)工作面的布置由于受地质构造及开切眼倾角等因素所限,工作面开切眼的布置往往与运、回两巷不能垂直布置,存在一个角度,即伪斜角。根据经验,伪斜角一般设计为切眼坡度角(真倾角)的1/3~1/5间。实践证明:开切眼坡度角小于15°的综采(放)工作面伪斜较易调整与掌握,但当工作面切眼坡度角大于10°时,(受采煤机结构、爬坡性能、防滑方式及机身材质所限,一般不超过25°),工作面的实际伪斜较难掌握。生产中实际伪斜还受所用设备(支架、前部后部运输机等)及其连接方式的影响,因而伪斜是一个较复杂、技术性较强的数值,一般通过运、回两巷推进度之差显示。

1工作面概况

03综采放顶煤工作面煤层平均厚度6.40m,含两层夹矸,分三个自然分层,结构为1.5(0.1)3.74(0.05)1.1,煤层厚度稳定。工作面切眼全长153.6m,循环进度0.6m,运巷全长660m,风巷全长680m,受地质条件限制,切眼自然坡度为10.1°—18.9°,平均达15.3°(风巷高于运巷),工作面设计伪斜为4°,采用走向长壁低位放顶煤一次采全高、全部垮落法管理顶板的综合机械化采煤方法。

2伪斜不当对生产的影响

2.1造成刮板运输机(大溜)上下滑动

5103综放面由于伪斜调整欠妥,曾一度造成工作面刮板运输机上窜下滑,导致了刮板运输机机头与转载机搭接的经常性变动,从而改变了运输机与转载机的合理搭接关系。运输机机头过短造成运输机卸煤不畅,在机头形成堆煤现象,严重时可能造成运输机将转载机推至运巷外帮煤壁,致使端头安全出口堵塞,造成停产。

2.2造成挤架、垛架甚至倒架

5103综放面由于伪斜掌握欠妥,初采阶段工作面运输机下滑严重,带动支架底座也向下滑移(支架底座偏向机头方向),后经调整伪斜,同时采取相应措施使运输机逐步上移;但由于运输机上窜过程中,向上摆架(修正支架底座的推移方向)不力,致使工作面中部有连续36架支架挤架,其中16架支架垛架、倒架,严重制约生产的正常有序进行。

3下滑原因分析

工作面伪斜不当主要表现为运输机上窜下滑。当工作面与两巷垂直,采用两端头交互斜切进刀时,工作面支架、运输机呈现出缓慢下滑,下滑的起源是工作面由上端头依次往下推移刮板运输机。当工作面坡度为15.3°(平均),工作面与两巷垂直时,采煤机从上向下割煤,由上向下依次推移运输机时,实测平均每推进一刀,运输机下滑36mm;采煤机向上割煤,自下往上依次推移运输机时,平均每推一刀,运输机下滑5mm。

3.1受地质因素影响

5103综放面为一单斜构造,风巷标高+585m,运巷标高+518m,运回两巷落差为:50m,工作面平均倾角15.3°。因而支架、运输机等沿斜面方向会产生一向下的分力,由于支架、运输机自身重量较大,而下滑分力则较小。所以支架、运输机等处于静止状态时,设备不会下滑,只存在一种潜在的下滑趋势。

3.2受推移方向影响

综放工作面正常生产工序为:采煤机自机头(尾)斜切进刀――割煤――移架――推前部运输机――放煤――拉后部运输机。随采煤机不断割煤,前部运输机被依次逐架推向煤壁。在这种往复循环过程中,运输机发生相对滑动,这种滑动主要通过运输机弯曲段体现,支架推移杆会发生一定量的左向或右向偏置,偏向程度虽然较小,但必竟不是正向推移,因而推移中要向左或右产生作用分力。当采煤机向机头方向割煤时,由机尾向机头逐架推移运输机,产生作用分力向机头侧;当采煤机向机尾割煤时,通过推移运输机产生的作用分力指向机尾。所谓伪斜调整就通过这一原理控制运输机发生下滑或上窜,见图。

采煤机由机尾向机头割煤推移运输机受力分析

3.3受后部运输机连接方式影响

由于后部运输机的拖移装置可安设在支架底座前端左右任一侧。拖移装置安设在支架左(右)侧,移架或拉后部运输机时,受力矩影响(以支架底座右〈左〉端为支点,底座宽为力臂,对后部运输机的拉力为力),支架将左向〈右向〉旋转一定量,使支架推移千斤顶偏向左〈右〉,(即下端头或上端头)。推移前部运输机时,推力方向向下(上)偏移,从而导致运输机加速向下(上)移动。

4伪斜量的确定

在大角度倾斜工作面,若工作面与两巷垂直,运输机、液压支架下滑不可避免。将工作面采成伪斜,使下端头超前上端头一定距离,是解决综放工作面支架与运输机下滑最有效的办法。超前距离(伪斜)可由以下方法求得:

(1)设工作面(开切眼)调斜采成与回风巷垂线成α角,若未呈现滑移现象,则运输机将上窜600sinα(mm)。其中,600为循环进度。

(2)实测,当α=0时,每推进一个循环,运输机下滑36mm。

(3)若要运输机不下滑,必须:600sinα=36

所以α=3°26′

设伪斜距离(运巷较风巷多推进距离)为*,则:*=msinα

式中:m------工作面长度(153.6m)。

解得:*=9.22m

实践中,将工作面调斜采成下端头(机头)超前于上端头(机尾)10m。

5调斜防滑方式

5.1大斜式

实践中,每班对运输机的滑移观察、计量,在运输机与转载机的搭接长度或支架推移杆发生轻微变向时,若机头长,可多推进运输机机头,少推进运输机机尾。即:变原先的两循环中,采两次机头、机尾为采三次机头、两次机尾或采两次机头一次机尾。若机尾长,可多推进机尾,少推进机头,其工艺原理与机头长时相同。在整个“大斜”调整过程中,采煤机都要跑整刀。

5.2小斜式

运输机下滑过快,不易迅速控制运输机下滑时,也可采用调小斜的方法稳住运输机。即:若机头长时,只采机头,不采机尾。根据实际情况,采煤机一次比一次跑得短(近),工作面形成人为的凸(俗成“肚”),如此可控制运输机下滑。“小斜式”存在严重缺陷,即:易造成挤架。此方式应根据现场实际情况(架松时)采用。否则,会带来严重后果。

5.3支架调向式

运输机如果不与支架相连,无论怎样调整其伪斜,也不可能控制运输机下滑,因而控制运输机下滑的根本是调向后的推移装置。支架调向式就是通过调整支架的推移方向来控制运输机下滑。一般与“大斜式”联合使用,否则很难使支架实现真正意义上的调向。所谓调向式就是:移架时,用单体支柱顶在支架的下滑测,既可适当调整支架的方向,又有利于增加移架力;低位放顶煤综放面还可通过调整后部运输机拖移装置耳在支架上的左右位置,加快支架方向的调整。

5.4控溜式

人为调整运输机推移方向,阻止其下滑,并逐步回调。即:工作面每5-10架准备一个50t千斤顶,推移运输机前把千斤顶尾部固定在运输机下滑方向的邻架底座前,顶部顶在运输机与本架相连的窝槽内。推移运输机主要通过50t千斤与支架的推移装置来实现。一般与其它几种方式联合使用。

5.5螺旋式

机尾(头)长时,只采机尾(头),不采机头(尾),但采煤机必须跑到机头(尾),采煤机跑到机头(尾)前,运输机要预先拉回,机头(尾)支架不动。工作面始终保持直线标准。该方式使用过程中,必须最大限度利用支架掩护梁、尾梁侧护千斤调整支架方向。否则易出现挤架、咬架等现象。

5.6工艺改变式

改变采煤工艺也是大倾角综放面防滑的有效措施之一,即:变双向割煤为单向割煤,采煤机下行时割煤、移架,但不推移运输机;上行时采煤机跑空刀、推移运输机,使运输机每循环都自下端头逐架向上端头推移。从前面分析和实测中可看出一定程度上控制了运输机的下滑。一般情况下改变采煤工艺的方法与调斜方式联合使用效果更好。

6体会和说明

(1)生产中根据运输机下滑情况确定调斜防滑方式。下滑不太严重时,只单独使用其中一种或两种方式,在运输机下滑程度较大时,为及时阻止运输机下滑,可联合使用其中多种方式。

(2)工作面坡度较小时,后部运输机拖移装置耳的连接应均匀布置在支架的左右侧(一左一右)。5103综放面由于坡度较大,采取了三左一右的布置方式(工作面左侧高右侧低)。

(3)在整个调斜防滑过程中,要特别注意工作面工程质量和各设备的完好情况,每循环完成后,必须保证工作面支架和运输机直线(插小斜式除外),为下一循环做好准备。

(4)调斜的尺度必须把握好。当伪斜已调至理论值左右时,要班班注意观察运输机的窜动迹象(推移杆的方向和运输机轻微窜动),若已出现窜动现象,应停止调斜措施,正常推进几个循环后,再观察运输机的窜动状况,视情况确定是否继续调斜。

篇5：带式输送机着火防治措施及装备

该矿采面运输巷、主斜井采用的是矿用阻燃滚筒驱动带式输送机运输。带式输送机安装和运行应满足以下规定:

1、矿井使用阻燃输送带。带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料,其阻燃性和抗静电性必须符合有关规定。

2、主要巷道和井筒均安装有专用电缆供照明使用。

3、必须装设驱动滚筒防滑保护、堆煤保护和防跑偏装置。在皮带打滑、卸载煤堆、皮带跑偏时,能自动停止运行。

4、在驱动滚筒和从动滚筒的下风侧约10~15m处安装一氧化碳传感器和烟雾传感器,和沿输送机每隔一定距离设自动洒水装置。若传感器检测到带式输送机着火产生的高温或烟雾,则会自动打开喷水阀门,向胶带自动洒水灭火。

5、主斜井带式输送机应安装下列装置和设施:

1)输送机张紧力下降保护装置和防撕裂装置;

2)在机头和机尾安装护栏,防治人员与驱动滚筒和导向滚筒接触;

3)为防止输送机荷重反转,安装防逆转装置和制动装置。

6、为使带式输送机超载保护电器设备,加液力偶合器保护,液力偶合器传动介质必须使用阻燃性液体。

7、本设计严禁行人跨越带式输送机,由于清扫带式输送机另一侧的浮煤,需在需要的地方设跨越输送机的过桥。

8、带式输送机传动采用减速机传动,启动采用变频启动。