带水压开采专项安全技术措施

篇2：综采工作面过地质构造带专项安全技术措施

在综采工作面推进过程中,时常会遇到大小不同的地质构造变化断层带。为保证顺利通过该地质构造,杜绝漏冒顶事故的发生,确保安全生产,在综采采区和工作面设计时,应尽量探明断层的数量、要素及其对综采生产的影响程度,采取相应对策妥善处理,因此特制定如下安全技术措施:

一、工作面过断层的方法:

1、搬家跳采

当工作面中部、端部遇落差较大、走向较长的垂直断层或斜交断层时,为躲过断层影响区,可在工作面前方重新掘开切眼,工作面设备搬迁到新切眼后断续向前推进。

2、开掘绕巷

当工作面端部遇到难以通过的断层时,在探明断层影响范围后开掘绕道缩短工作面长度,甩掉断层影响区。

3、放弃综采

当综采工作面设计因断层等地质构造影响难以实现综采,或综采工作面开采过程中发现难以通过的断层时,可以放弃用综采开采,改用其他方法开采。

4、直接硬过

当断层落差小于采高的2/3,断层影响范围小于30m,断层处围岩的硬度系数f﹤10时,工作面可以直接通过断层。

二、综采工作面过断层措施:

综采工作面通过断层时,由于断层处岩石破碎,很容易造成工作面冒顶。在处理断层处岩石时,如果方法不当容易损坏液压支架、采煤机、刮板输送机。又由于工作面通过断层加大了工作面走向或倾斜方向的倾角时,液压支架容易发生倒架事故。为了防止过断层时发生上述事故,应采取下列技术安全措施。

1、调整工作面与断层线的夹角

如果工作面与断层线互相平行或夹角小,则断层在工作面的暴露范围大,顶板难以维护;工作面与断层线夹角大,则通过断层带的时间长,但暴露面积小,顶板易维护。为了使断层与工作面交叉面积尽量小,有时可在通过断层前预先调整工作面,使其与断层保持一定夹角。一般认为,对于中等稳定以上顶板,工作面与断层线夹角以20°-30°为宜;对于不稳定顶板,工作面与断层线夹角可调到30°-45°。但这将使工作面长度加长,也给生产带来不利影响或增加了三角煤损失。采用这种方法时,应根据具体条件将诸因素综合考虑,

选定一个较好方案。

2、处理断层处的岩石

当断层岩石硬度系数f﹤4时,可用采煤机直接截割,但采煤机牵引速度应控制在2-3m/min。当断层岩石硬度系数f>4时,则采用打浅眼、少装药、放小炮的爆破方法预先挑顶或挖底。打眼时要选择好炮眼的位置和角度,爆破时要在支架前悬挂挡矸胶带,必要时还需在柱外面套上胶皮防护筒。防止崩坏液压支架立柱及千斤顶。炮烟对支架支柱表面的镀层腐蚀性较大,尤其是对镀铜层影响更大,因此根据工作面实际情况分析,尽可能不采用爆破方法,而是用风镐来处理断层处的岩石。

3、液压支架通过断层措施

过断层时,液压支架要下俯斜或上仰斜移动,俯斜或仰斜的角度以10°-12°为宜,最大不要超过15°-16°。如果断层处煤层在工作面推进方向的上方,则用截割方法逐步割顶或割底;岩石硬时用爆破的方法挑顶或挖底,使支架按选定的仰斜坡度逐步通过断层。如果断层在工作面推进方向的下方,则可用截割或爆破的方法挖底,尽量不要挑顶,使支架按选定的俯斜坡度通过断层。由于断层区的顶板比较破碎,所以用掩护式支架和支撑掩护式支架比支撑式支架更为有利。液压支架过断层时应随时注意支架的工作状态,防止歪斜倒架,及时采取防倒措施。

4、断层处顶板控制

⑴在断层区域内移架的措施:①采用隔一架移一架的移架方式;②随采煤机前滚筒割煤立即移架;③掩护式或支撑掩护式液压支架可采用带压擦顶前移,不得降柱太多,尽量减少顶板松动。

⑵超前打锚杆锚固顶板,打木锚杆锚固煤壁,防止煤壁片帮。

⑶为防止冒顶和处理冒顶,要控制顶板暴露面积不要过大,支架要超前支护。如果不能超前支护,要在支架前方架抬棚,抬棚上用两梁接顶,抬棚用两柱支撑。移架时可先移中间的支架,用前探梁托住抬棚,再分别拉两边的支架。处理冒顶时,在冒顶处的两端冒高较低,从架棚比较安全的地方往中间逐步架超前棚和超前梁,棚架上垛木垛接顶。

⑷采用锚杆或化学加固方法加固破碎顶板。

三、加固顶板过断层

工作面通过断层时,对于破碎顶板可采用加固顶板的方法维护。加固顶板可采用锚杆加固或化学加固。锚杆加固是用锚杆将顶板锚固,锚杆的间距、仰角及深度等参数需根据具体情况确定。在过断层时,为防止片帮,可采用打压缩木锚杆的办法来加固煤壁。化学加固利用若干化学药剂配制混合后,通过钻孔压注及渗入顶板裂隙,利用短时间内体积大量膨胀的原理而固结顶板。

四、放松动炮方法过断层

如工作面遇有岩石硬度较大煤机截割困难时,割煤前在全岩段先松动放炮然后再截割通过。

㈠、危险源辨识:

1、开工前未检查设备完后情况。

2、更换截齿没按要求作业。

3、放炮前未设岗或设岗位置不正确。

4、煤机过断层速度快,造成机组过载,损坏煤机。

5、放炮前未对支架进行保护。

6、开机前未煤机、溜子进行全面的检查或检查不到位。

7放炮完后没有及时检查顶板完好情况。

8、放炮前、中没有检查吊挂的皮带,崩坏支架。

9、施工单位放炮后未检查,残爆、拒爆的炮眼。

10、放炮前后未对工作面洒水灭尘。

11、作业前没有认真填写开工单,并做好岗前风险预控。

12、安检员、检查员,没有检查放炮点周围环境的安全情况及有害气体含量。

㈡、安全技术措施

⑴、割煤前的准备

1、割煤前先仔细检查煤机的各连接部位的紧固螺栓和连接块是否完好,是否连接紧固。

2、检查煤机滚筒上的截齿齿座是否变形掉落,检查截齿的磨损情况并更换磨损严重的截齿。

3、更换截齿时,煤机司机首先把煤机停在顶板完好,煤壁无片帮处,煤机滚筒升到合适位置,通知电工停电闭锁采煤机、刮板机的开关,执行挂牌“有人工作、禁止送电”及“谁停电、谁复电”规定关,停电后煤机司机断开隔离开关,再拉开离合器,检查周围环境安全后开始更换截齿。

4、每班更换下的截齿,装袋回收地面库房,不准随处乱扔乱放。

5、检查煤机的油脂和各转动部位的润滑情况。

6、在试运转时,听煤机各转动部位的响声是否正常。

7、其他按照《操作规程》有关规定。

8、割煤前及时清理大块矸石及架内和加高槽的碎石,保证开机不损坏设备、电缆。

9、以上工作完成并确认无问题后可以准备割煤。

⑵、割煤时的注意事项

1、过岩石段煤机司机掌握好牵引速度,防止煤机过负荷工作损坏煤机。

2、截割全岩段随时注意煤机的转动部位的温度、响声是否正常,发现异常立即停机检查,发生事故并及时处理。

3、煤机插刀必须错开全岩段,距离全岩段至少15m,给放炮留有不损坏煤机的安全空间。

4、在没有放松动炮截割全岩段时发现以下情况立即停机,不能强行过岩石损坏煤机,如强行过损坏设备对当班重罚,及时汇报现场情况,组织对全岩段进行松动放炮:

(1)煤机截割吃力牵引不动时;

(2)截割全煤或空转时,煤机在较短时间内的温升很快;

(3)在煤机外喷雾正常使用的情况下仍然有大量的火星溅出;

(4)煤机的连接部位有松动且重新紧固后很快又松动时;

(5)煤机滚筒齿座掉落或新更换的截齿很快磨损失效时。

5、采取松动放炮后割煤,剩余已松动岩石厚度不足一个截深时必须停机,重新进行松动放炮。

6、采取松动放炮后割煤,割煤前必须检查有无残爆、拒爆炮眼,如果有必须先处理残爆、拒爆炮眼然后在割煤。

7、每次全岩段截割完后必须停机按割煤前准备的程序对煤机、溜子进行全面的检查。

⑶、顶板控制

1、改变全岩段的移溜拉架顺序:先移溜后跟溜拉架,溜子与支架间保持最小距离。

2、松动炮放完后及时检查顶板情况,如顶板破碎时要及时带压擦顶移架,每次放炮后及时打开支架前梁缩小端面距。

3、全岩段适当降低采高,在保证底板平的基础上与正常采高接茬处顶板顺缓坡保证支架邻架顶梁错差不超过15cm。

4、如果断层上方出现煤层,对此段放炮进度缩短端面距及时拉架,防止煤顶垮落冒顶,根据实际顶板情况合理选择放炮距离。(即先拉架在及时打开前梁)

5、其他操作管理按《综采工作面作业规程》的规定执行。

⑷、松动放炮的准备安全技术措施

1、在过断层前,用废旧皮带包裹立柱,立柱前吊挂皮带保护支架所有的管路,防止放炮崩坏管路及立柱,同时对上禺角的监测探头及缆线遮挡保护。

2、打眼、放炮前必须编制专门的安全措施,其余仍按本措施规定执行。

3、炮眼打好后开始装药放炮,由施工队组负责人通知带班班长,撤出采面所有人员,由当班电工停止工作面及回风巷全部的电源并挂牌闭锁。

4、引药的制作、装药、爆破以及火工品的管理等一系列工作施工队组必须执行《煤矿安全规程》第315~342条的规定。

5、火工品的保管必须是炮工亲自担任,在炮工的监督下安全摆放火药,严禁乱扔乱放,爆炸材料必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备的地点。

6、放炮严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。

7、放炮时检查工作面的所有人员是否撤完并由带班长指派专人在指定位置设岗警戒,设岗人员没有接到撤岗命令严禁私自离岗、撤岗。

8、放完炮等炮烟吹散后安检员、瓦检员、放炮员和班长间隔15分钟进入采面探查,发现安全隐患及时处理。

9、放完炮后安检员、瓦检员、放炮员和班长详细对放炮作业地点进行探查,检查安全后,带班班长组织各工种进入岗位组织生产。

10、施工队组认真检查,残爆、拒爆的炮眼,及时安全处理,按照《煤矿安全规程》中有关拒爆、残爆炮眼处理的有关规定执行。

11、松动放炮时对煤尘必须加强监控管理。

12、综采队负责工作面的撒水灭尘。利用架间喷雾在放炮前后对工作面撒水灭尘。

13、放炮前放炮人员发现吊挂的皮带掉下,应及时挂起,防止损坏支架。

14、瓦检员对工作面、放炮地点、回风风流中的有害气体检查,瓦斯浓度超过1%、CO2浓度超过1.5%或回风风流中瓦斯浓度超过1%时必须停止放炮,采取措施处理。

⑸、其他安全技术措施

1、必须严格按照爆破说明书布置炮眼和装药爆破,要求放炮时放小炮,确保只有少量岩石被抛出。

2、放炮时必须在立柱前的顶梁及端头吊挂废皮带,在放炮范围两侧必须延长吊挂皮带保证不损坏设备及管线。将支架的操作阀组卸掉用8#铅丝吊挂,保证缓冲作用防止对操作手把的损害,但在生产作业中支架工必须掌握好悬空的阀组,保证不能出现咬架及工程质量问题。

3、保护支架所吊挂的皮带必须垂到底板上,且相邻的皮带间严禁有空隙。

4、机头(尾)电机、减速器必须用废旧皮带或其它材料保护。

5、溜子上的大块矸石必须停电闭锁刮板机在打碎,严禁强行开溜从煤机底部通过。

6、必须加强机电设备的日常检查维护工作,确保设备的正常运转和采面的正常回采。

7、通风科、安监科派专职的瓦检员、安检员。

8、措施审批后必须贯彻到每一个施工人员和管理人员,同时贯彻学习《作业规程》。

篇3：开口专项安全技术措施

一、施工概况根据施工要求,需对9#集中胶带巷进行施工,巷道为矩形巷道,掘宽4.7m,掘高2.6m,净宽4.5m,净高2.5m,采用锚网喷支护,利用综合机械化进行掘进,为保证机组能够顺利拐入9#集中胶带巷进行施工,开口段采用炮掘的方式进行掘进,施工长度20m;开口位置位于9#煤轨道巷距9#煤集中胶带巷巷道中线6.45m处,与9#煤轨道巷左帮向外偏45o,施工长度为5.66m,施工完成后拐直正常掘进。为保证9#煤集中胶带巷巷道开口施工安全特制定本安全技术措施。二、施工准备1设备、材料、检测工具等准备到位。2标定中腰线。3在9#煤轨道巷距巷道左帮0.3m支设一排锚索进行加强支护,锚索规格(￠22*6300mm),锚索间距1.6m,矩形布置,共需锚索8根。4将开口处前后10m风筒及电缆线甩至9#煤轨道巷右帮,风水管路更换为高压胶质软管,并采用旧皮带和铁管进行保护。5将开口处前后5m范围内的皮带,采用3m长的圆木一端斜放在皮带一侧,一端顶在9#煤轨道巷右帮,并用铁丝固定牢固,对皮带进行保护。6施工人员及管理人员组织贯彻学习本施工安全技术措施。三、掘进施工?开口5m范围内采用短掘短支进行掘进,开口段施工完成后,方可正常掘进。1?施工工艺交接班→安全(瓦斯)检查→打炮眼→安全(瓦斯)检查→装药→安全(瓦斯)检查→联线、放炮→通风→安全(瓦斯)检查→临时支护→永久支护→出矸运输→自检、下一个循环。2?掘进作业2.1?掘进方式采用炮掘,钻眼:采用4台YT28型风钻,中空六角钢钻杆,一字型合金钻头同时打眼,锚网喷一次成巷。2.2?装岩方式利用人工出渣。?2.3?运输方式?2.3.1?材料工具、喷浆料由副斜井主提升绞车运至9#煤轨道巷,然后人工抬运至工作面。2.3.2?矸石运输路线:工作面40T刮板机→9#煤轨道巷40T刮板机→9#煤甩车场40T刮板机→副斜井皮带→地面排矸场?2.4?作业方式采用“三、八”作业制,组织专业与综合工种相结合的圆班综合工作队进行施工。2.5?循环进度日循环进尺3.2m。2.6?炮眼布置2.6.1?爆破作业2.6.1.1?爆破技术要求爆破采用煤矿许用三级乳化炸药及煤矿许用2m毫秒延期电雷管,正向连续装药,串联方式联线。2.6.1.2?爆破工序找顶、找线、标定眼位置等施工准备→打上部眼→装运矸→打下部眼→清孔、装药、联线、爆破→排放炮眼→临时支护→找线、永久支护2.6.2?爆破图表装药量表窗体顶端眼号炮眼名称眼数(个)眼深(m)每个炮眼装药量总装药量装药结构起爆顺序连线方式封泥长度(m)卷数(个)卷数(个)重量(kg)1-6掏槽眼62.04244.8正向装药1串联1.27-26辅助眼201.83601221.427-49周边眼231.82469.2350-59底眼101.822044合计591115030窗体底端预期爆破效果表序号名称单位数量序号名称单位数量01掘进断面m212.2207每炮爆破岩量m319.5502炮眼深度m1.8-208单位实岩耗药量Kg/m31.5303每循环进尺m1.609每循环装药量Kg3004炮眼利用率%8810每循环炮眼个数个5905每米耗药Kg/m18.7511每循环雷管数个5906每米耗雷管个/m3712每循环炮眼总长m96.82.6.3?使用炸药、雷管种类炸药:煤矿许用三级乳化炸药,规格φ35*200mm,重量200g/卷。雷管:2米毫秒电雷管2.6.4?联线及放炮方法全断面一次打眼、一次装药、一次放炮,用FD200D(B)多功能发爆器起爆。2.6.5?各工序技术要求:2.6.5.1?打眼,放炮次数根据具体情况确定,全岩断面中,炮眼个数、装药量可根据岩层硬度、节理、裂隙发育程度适当调整。如遇顶板严重破碎、节理发育地段,则循环进度减半,装药量减半,缩小临时支护锚杆间距排距。2.6.5.2?装药工作:打完眼后,要用吹风管将炮眼内的碎矸及岩粉吹净,严格按照爆破图表要求正向装药,对有水的炮眼,必须使用防水炸药或防水套,以免受潮拒爆。同时切断工作面机械设备的全部电源。2.6.5.3?联线工作:炮眼全部装完药后,由放炮员亲自采用串联的方式进行联线。联线前,远离工作面的端头母线应扭接,形成短路,同时无关人员应撤离工作面到安全警戒线以外的安全地带。2.6.5.4?放炮工作:放炮时瓦斯员要认真执行一炮三检,当班班长必须在指定的警戒线以外清点人员并设置岗哨;放炮工作只准放炮员一人进行,同时应严格执行本工种操作规程;放炮后,放炮员必须先将放炮母线从电源上取下,并将两股母线短接,等工作面炮烟吹散后,人员方可进入工作面。如通电后没有起爆,必须先摘下母线短接等15分钟后,方可沿线路检查,排除拒爆故障后,重新按程序放炮,放炮距离严格执行直线不低于120米,拐弯不低于75m,再延伸10m。2.6.6钻爆工序要求:2.6.6.1?钻眼前,必须详细检查工作面10m范围内的支护,发现问题及时处理。2.6.6.2?必须依据中腰线在工作面按炮眼布置标定眼位。打眼高度不够时要及时搭建绞手架。绞手架使用楼梯或钢管连接,木板厚度不小于50mm,要搭建牢固。2.6.6.3?严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼,并坚持湿式钻眼。2.6.6.4?爆破工必须严格执行“一炮三检”及三人连锁四牌制。“一炮三检”制度即:装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯。只有当爆破地点附近20米范围内风流瓦斯浓度小于1.0%及局部瓦斯无积聚、无超限时方可打眼、装药和爆破。2.6.6.5?“三人连锁放炮”四牌制即:爆破工持警戒牌、班组长持放炮命令牌和起爆牌、瓦检员持放炮牌。2.6.6.6?爆破前,爆破工将警戒牌交给班组长,由班组长派人警戒,并检查警戒、顶板、支架、监测探头等情况符合要求后,将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员,瓦斯检查员经检查通风、瓦斯、防尘等合格后,将自己携带的放炮牌交给爆破工,爆破工将脚线与爆破母线连结,爆破工最后离开爆破作业地点,撤至起爆地点。起爆地点要设在警戒线以外有掩护的安全地点,待爆破工到达起爆地点,班组长确认爆破准备工作无误后,将起爆牌交给爆破工,下达起爆命令;爆破工随后将扭结短路的母线解开,牢固的接在发爆器的接线柱上,爆破工发出爆破警号,做电爆网路全电阻检查,等5s后方可起爆。2.6.6.7?起爆时班组长、爆破工和瓦斯检查员三人必须同时在场,否则严禁起爆,严禁约时爆破。2.6.6.8?爆破后,待工作面的炮烟被吹散,爆破工、瓦斯检查员和班组长必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况,检查完毕后“四牌”各归原主。2.6.6.9?若出现拒爆、残爆时,严禁撤销警戒,班长必须立即组织处理,必须严格执行《煤矿安全规程》第342条规定。爆破20分钟后,当工作面的炮烟被吹散,班长、爆破工、瓦检工、安检工才可由外向里同时进入工作面,巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、爆破等情况。只有待班长、瓦检员、安检工全面检查工作面,确认安全后,方可撤出警戒人员。施工人员方可进入工作面工作。2.6.6.10?爆破前班组长必须派专人在所有通往爆破地点或贯通地点的各个通道口撤人,安全距离以外有掩护的地点设置警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知后才可装药爆破,爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命令后才能撤警戒。2.7?临时支护方式采用π型钢梁配合液压式单体柱进行临时支护。2.7.1?支护参数?π型钢梁的长度为2m。π型钢梁顺巷道掘进方向平行布置,钢梁距巷道正中线为900mm,π型钢梁伸出巷道永久支护的距离为1m,每根π型钢梁下必须用2根液压式单体柱升紧锁牢,单体柱间距为1800mm,排距为800mm,单体柱为DN系列,长度为2.8m,共8根,使用4根,备用4根,柱径为100mm,背板长度为1m,宽度不低于120mm,厚度30-50mm。背板共15根,使用10根,备用5根。(附图)2.7.2?支护要求π型钢梁要用背板、木楔与顶板背紧,背牢。单体柱必须打紧锁牢,初撑力不小于90KN,乳化液为2.5%—3%,用10#铁丝将柱体捆绑牢固并与顶部钢筋网栓牢,防止柱体侧倒伤人。2.7.3?临时支护方法巷道在爆破成型后,先对顶帮隐患用专用工具进行找掉。施工人工站在永久支护下用三角耙在工作面根据单体液压柱柱径大小及支设位置进行挖窝,直至能够稳定的放好单体液压支柱。人员将木背板及金属网置于π型钢梁上,操作人员站在后方永久支护下将π型钢梁前伸达到排距要求,并调整好排距及施工中线后,支护工将π型钢梁用液压式单体柱升紧锁牢,然后打注顶锚杆,第一排永久支护锚杆支护完毕后,按同样的施工方法进行第二排永久支护,以此类推。顶板永久支护完毕后,接着进行打注帮部锚杆。2.8?加强支护在9#煤集中胶带巷巷道开口处原锚杆支护基础上,采用10#槽钢配合4根锚索进行加强支护,槽钢长5.4m,锚索间距1.6m,并在9#煤集中胶带巷右帮距巷道中线1.6m处支设一根单体锚索(与第一排槽钢支护在同一排的位置);在距第一排槽钢支护1.6m处采用10#槽钢配合4根锚索进行加强支护,槽钢长5.4m,锚索间距1.6m;第三排与第四排加强支护采用10#槽钢配合4根锚索进行加强支护,槽钢长3.8m,锚索间距1.6m,规格为￠22*6300mm。2.9?防治水巷道掘进时要严格执行“预测预报、有掘必探,先探后掘、先治后采”的基本原则。探放水钻机型号为ZLJ-650煤矿用坑道钻机、ZDY1200S型煤矿用全液压坑道钻机。探测长度为100m,允许掘进长度不大于70m。具体执行上孔煤业9#煤层集中胶带巷掘进工作面探放水设计相关规定。四、安全技术措施?1所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》和《煤矿安全技术操作规程》。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪律。?2所有上岗人员必须持证上岗,严格执行《岗位标准化作业标准》及各工种岗位责任制、现场交接班制、设备维修制、质量验收制。?3所有上岗人员上岗前都必须学习本措施,学习后人人签字,否则不得上岗。?4开工前,检查所需各类工具、器材、机具、零配件等是否备齐,其品种、材质、规格、数量等是否符合规定要求;检查工作范围内的巷道支护是否完好,顶帮是否安全。若发现支护损缺等不安全因素,应在处理后方可进行其它作业。?5开工前,首先要检查工作面的通风情况是否良好。一氧化碳、瓦斯和二氧化碳的浓度及温度等是否符合规程规定,通风设施是否完好、正常。如超过规定或不正常,不得进入工作地点,并及时汇报矿调度指挥中心,采取措施进行处理。6开口5m范围内采用短掘短支作业形式,及时对围岩进行喷浆封闭。7放炮时,9#煤胶带巷与西一横川工作面的所有人员全部撤至距9#煤集中胶带巷开口处不小于75m处,并设置警戒。8每班派质检员对当班工程质量进行监督检查。9必须配备专职安检员进行巡查,保证施工安全。10必须配备专职瓦检员对工作面检查瓦斯,确保安全施工。11施工中严格执行敲帮问顶制度,及时找掉顶、帮的活渣(矸)。12本措施未尽之处严格执行《煤矿安全规程》及《9#煤集中胶带巷掘进施工作业规程》相关规定。

篇4：工作面解体液压支架运输专项安全技术措施

说明:

根据矿工作安排,由我工区负责4308工作面解体液压支架的运输工作,为确保施工安全,特编制本安全技术措施。

一、概况

1、运输设备最大重量:5.5t(包含平板车)。

2、运输路线:4308工作面下顺槽联络巷经四采区轨道巷、四采区轨道下山至-480m里车场

3、主要运输设备:4308工作面下顺槽联络巷上部车场JD-2.5绞车,四采区轨道巷对拉JD-1.6绞车,四采区轨道下山上平台JD-4绞车。

附图:解体支架运输路线示意图

二、绞车提升能力验算

1、4308工作面下顺槽联络巷

(1)绞车主要技术参数

型号:JD-2.5?静拉力:25kN

绳径:18.5mm

(2)钢丝绳安全系数检验

直径为18.5mm的钢丝绳所受最大静拉力:

由公式Fma*=w(sin&+f1cos&)g+qL(sin&+f2cos&)g

式中:

Fma*-钢丝绳所受最大静拉力;

W-最大载荷,取5500kg;

&-最大提斜倾角为20°;

f1-矿车与轨道之间的阻力系数,取f1=0.015;

f2-钢丝绳牵引阻力系数,取f2=0.25;

q-钢丝绳每米重量,取q=1.27kg/m;

L-斜巷长度,取60m。

Fma*=5500×(sin20°+0.015×cos20°)×9.8+1.27×60×(sin20°+0.25×cos20°)×9.8=19.626kN

安全系数:

N=F/Fma*

F-钢丝绳破断拉力,210kN。

N=210/19.626=10.7>6.5

故所选用的钢丝绳满足要求。

(3)绞车型号与校验

JD-2.5型绞车牵引力为25kN;

Fma*=19.626kN<25kN

故所选用的绞车满足总载荷不大于5500kg的物料运输。

2、四采区轨道巷(对拉绞车)

(1)绞车主要技术参数

型号:JD-1.6静拉力:16kN

绳径:15.5mm

(2)钢丝绳安全系数检验

直径为15.5mm的钢丝绳所受最大静拉力:

由公式Fma*=w(sin&+f1cos&)g+qL(sin&+f2cos&)g

式中:

Fma*-钢丝绳所受最大静拉力;

W-最大载荷,取5500kg;

&-最大提斜倾角为15°;

f1-矿车与轨道之间的阻力系数,取f1=0.015;

f2-钢丝绳牵引阻力系数,取f2=0.25;

q-钢丝绳每米重量,取q=0.89kg/m;

L-斜巷长度,取260m。

Fma*=5500×(sin15°+0.015×cos15°)×9.8+0.89×260×(sin15°+0.25×cos15°)×9.8=15.866kN

安全系数:

N=F/Fma*

F-钢丝绳破断拉力,147kN。

N=147/15.866=9.26>6.5

故所选用的钢丝绳能满足要求。

(3)绞车型号与校验

JD-1.6型绞车牵引力为16kN;

Fma*=15.866kN<16kN

故所选用的绞车满足总载荷不大于5500kg的物料运输。

3、四采区轨道下山

(1)绞车主要技术参数

型号:JD-4静拉力:40kN

绳径:21.5mm

(2)钢丝绳安全系数检验

直径为21.5mm的钢丝绳所受最大静拉力:

由公式Fma*=W(sin&+f1cos&)g+qL(sin&+f2cos&)g

式中:

Fma*-钢丝绳所受最大静拉力;

W-最大载荷,取5500kg;?

&-提斜倾角为20°;

f1-矿车与轨道之间的阻力系数,取f1=0.015;

f2-钢丝绳牵引阻力系数,取f2=0.25;

q-钢丝绳每米重量,取q=1.82kg/m;

L-斜巷长度,取600m。

Fma*=5500×(sin20°+0.015×cos20°)×9.8+1.82×600×(sin20°+0.25×cos20°)×9.8=26.232kN

安全系数:

N=F/Fma*

F-钢丝绳破断拉力,282kN。

N=282/26.232=10.75>6.5

故所选用的钢丝绳满足要求。

(3)绞车型号与校验

JD-4型绞车牵引力为40kN;

Fma*=26.232kN<40kN

故所选用的绞车满足总载荷不大于5500kg的物料运输。

三、安全技术措施

1、一般规定

1)采用人力推车运输时,必须遵守下列规定。

(1)一次只准推一辆车,严禁在矿车两侧推车,两车同向推车间距在轨道坡度小于或等于5‰时,不小于10m,坡度大于5‰时,不小于30m;坡度大于7‰时,禁止人力推车,并在遇行人或拐弯时应提前发出呼号,不得出现放飞车现象。

(2)推车时应注意前方。应在矿车后方推车,不准在车前拉车和手把车沿推车。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物、从坡度较大地方向下推车,以及接近岔道、弯道、巷道口、风门、硐室出口时,都必须发出警号。严禁用肩扛车,严禁低头推车。

(3)在平车场接近变坡点推车时,必须检查挡车设施是否关闭。

(4)在弯道推车时,用力要里带外推,以防掉道。

2)绞车运输必须做到“三好、四有、二落实”。三好:绞车设备完好、巷道规格及支护好、轨道质量好;四有:有可靠的防跑车和跑车防护装置、有托绳轮、有躲避峒室、有声光兼备信号;二落实:岗位责任制落实、检查维修制度落实。

3)绞车司机上岗必须做到“六不开”。即:绞车不完好不开、钢丝绳不合格不开、安全设施及信号设施不齐全不开、超挂车不开、信号不清不开、“四超”车辆无运输措施不开。

4)把钩工上岗必须做到“六不挂”。即:安全设施不齐全可靠不挂、信号联系不通不挂、“四超”车辆无运行措施不挂、物料装的不稳固不挂、连接装置不合格不挂、斜巷内有行人不挂。

5)信号工发信号前必须对车辆的连接和保险绳等全面检查,确认连接正常、绞车无余绳方可发信号开车。

6)斜巷运输严禁蹬钩,行车时严禁行人。人员上下时必须经把钩工同意并打停点后方可上下;斜巷上下车场和各甩道口必须安设与绞车联动的声光报警装置。斜巷走钩时,绳道内禁止有人。

7)绞车运行时禁止在斜巷内有人工作。

2、钢丝绳及连接装置

1)钢丝绳在滚筒上固定要牢靠,压绳板不少于两付,无打折。严禁将钢丝绳破股与绞车固定。初次上绳要将绳排列整齐、严密。

2)绞车在使用过程中,严禁用钎子、锚杆、手拉葫芦挂钩、钢管、皮带架杆等物件调节钢丝绳运行角度。特殊情况需要调整钢丝绳运行角度的,必须使用导向滑轮。

3)钢丝绳在使用中,不得有打结、扭曲、弯折、严重锈蚀和磨损、断丝超限的现象斜巷绞车钢丝绳断丝超过规定时必须换绳,不允许插接。

4)绞车钩头必须采用插接,插接长度不得小于钢丝绳直径的20倍,钩头必须采用心型套环(绳皮),套环要与绳配套紧固,绳皮无变形。

5)斜巷绞车必须加保险绳,保险绳与主绳同直径(18.5mm及以下),长度与牵引车辆数要保持适中;保险绳一端必须与主提升绳相联,另一端必须挂在提升列车尾端车辆联结器上。

6)保险绳与主绳固定采用绳卡时不少于3付,固定时卡座卡住主绳,U形卡卡住保险绳,绳卡固定位置应在主绳非插接段;采用插接时插接长度不小于主绳绳径的20倍;使用马蹄环连接时,保险绳应连接在主绳绳皮内。

7)必须每天安排专人检查钢丝绳一次,并认真做好记录。

8)斜巷运输时,矿车和钢丝绳之间的连接,矿车之间的连接,都必须使用不能自行脱落的连接装置。

9)斜巷运输用的钢丝绳连接装置,在每次换钢丝绳时,必须用2倍于其最大静载荷重的拉力进行试验。矿车连接装置至少每年进行一次2倍于最大静载荷重的拉力试验。

10)绞车前方要施工矿统一标准的钩头吊挂钩,绞车不用时,钩头和保险绳挂在专用的吊挂钩上。

3、平巷复轨安全技术措施

平巷车辆发生掉道时,严禁用小绞车硬拉复位,必须采取复轨设施和其它复轨措施就地复轨。当矿车掉道时,要用人力复轨,复轨前,观察前后是否有正在运行的车辆,如果有,必须停止运行,并用掩车器掩住,再进行复轨工作。复轨时,采用“杠杆法”,杠杆采用11#工字钢或钢轨;复轨时,将工字钢一端伸入矿车的一端不小于200mm,并在其下面垫上枕木和木板,把矿车橇起并慢慢移动工字钢或铁轨,使矿车复轨。复轨人员在另一端压杠杆时,必须在杠杆的一侧,用力一致叫应好,防止杠杆反弹伤人。复轨时,人员不得少于两人,人工拿道复轨时,矿车两侧不准有人,确保人身安全。

4、斜巷复轨安全技术措施

1)斜巷掉道后,信号把钩工应立即先将掉道车辆下部的“一坡三挡”等安全设施全部闭合,并禁止其他人员通行;人员进入现场时,必须从掉道车辆上方进入现场;施工负责人到达现场后,首先检查车辆掉道情况,确认所装设备固定牢靠,连接装置连接合格,主牵引绳无余绳后,并用Φ15.5mm的绳套穿过车辆的车嘴子部,并用5吨卸扣分别固定在轨道上(绳套的插接长度不小于钢丝绳直径20倍)。

2)待车辆固定牢靠后,在掉道的车辆正上方锚固两根起吊锚杆,锚杆直径不小于18mm;每根锚杆的深度不小于1600mm,用2个树脂药卷锚固,锚固力不小于50kN;使用倒链进行复轨,严禁用绞车硬拉。选用的葫芦额定载荷量必须大于所提重量。

3)需要卸车的,待车辆固定牢靠后方可组织人员卸车,卸车时人员必须站牢,严禁站在车辆边缘,卸载下方必须设置防止煤矸下滑的挡板。

4)卸设备、设施时必须轻搬轻放。搬、运、抬、放重物要配合,避免重物砸伤、挤伤人员。

5)起吊绳索(绳套)与起吊车辆连接时,物体棱角处必须用软质材料垫好,以免损坏物料、钢丝绳、和吊件。

6)复轨起吊必须使用2个倒链同时起吊,保证车辆同时起吊和下放,防止起吊车辆歪斜。

7)使用倒链时,只准一人扯拉,(具有起吊经验的人员)拉小链时应双手均匀用力,不得过猛过快,起吊设备需悬空停留时,要将手拉小链拴在大链上,以防发生意外事故,并有施工负责人现场监督。

8)每次使用的起重机械、工具、卡具、钢丝绳、和绳索(绳套)等,应由施工负责人进行一次认真地检查,不合格的或非煤矿用品严禁使用和入井;绳索(绳套)插接长度不小于钢丝绳直径20倍。

9)在任何情况下,严禁用人体重量来平衡被起吊的车辆;不得站在车辆上起吊。进行起吊作业时,不能站在车辆下面(下方)或车辆运动前方等不安全的地方,要离开起吊设备1m以外的安全距离,严禁用手直接校正已被重物张紧的吊绳、吊具。

10)将起吊绳逐渐张紧,使物体微离地面,进行试吊。检查物体应平衡,捆绑应无松动,起吊工具、机械应正常。如有异常应立即停止起吊,将物体放回原处后进行处理。

11)站在叉梯及马凳上工作的人员,精力充沛、严禁乱晃乱动、严禁与地面人员说笑打闹、严禁侧身或一脚踩空工作;地面协助人员与工作人员传递工具、材料时,必须等对方拿稳后方可松手。

12)车辆复轨时,严禁将车辆的钩头和连接装置摘掉;复轨时人员严禁从车辆下方或窜车之间通过。

13)车辆掉道复轨时,严禁用绞车进行复轨;严禁用主提升绳强拉硬拽,以防绷绳。

5、信号把钩工安全技术规定

1)把钩信号工必须经过专门培训、考试合格、获得操作资格证书后,方可持证上岗。

2)把钩信号工必须掌握所在地点的提升运输线路及巷道技术参数,懂得所使用车辆、挡车设施、信号设施的结构、性能及使用方法,熟悉列车组成连接装置的选择。

3)严格执行“行车不行人”制度。

4)挡车装置必须处于常闭状态,在上部平车场严禁有余绳开车。

5)严禁用代用品代替连接装置,必须使用标准的矿车销子和环子,矿车两端插销处必须带有闭锁装置。

6)执行岗位责任制和交接班制度。

7)严禁用矿车运送人员,严禁耙、蹬、跳车。

8)严禁他人代替在挂钩或发送信号。

9)提升时严禁非把钩信号工进入车场,已进入提升区段的要躲入安全地带。

10)严禁用空钩头拖拉钢轨等物料。

11)下山掘进,上提车辆正常使用尾绳。

12)上岗后必须详细检查挡车设施、连接装置、提升钢丝绳25m以内的质量、信号好设施、道岔及其他设备设施是否完好齐全、灵敏可靠或符合标准,若不符合标准严禁提升。

13)详细检查岗位范围内有无影响安全提升的隐患,有无其他工作人员在提升区段工作,确认无误后方可提升。

14)操作顺序:

运行前:联环→挂钩头→挂保险绳→去除掩车器→发开车信号。

停车后:安放掩车器→摘保险绳→摘钩头→摘环。

15)车辆停稳掩牢后方可摘挂钩,严禁车未停稳就摘挂钩。

16)每次摘挂钩完毕后,必须首先对列车组列、装载、连接装置、保险绳进行详细检查,并正常使用挡车设施,发现异常及时发紧急停车信号。

17)操作时站立的位置应符合下列要求。

摘挂钩:

(1)严禁站在道心,严禁头部和身体伸入两车之间进行操作;

(2)必须站立在道轨外侧进行摘挂钩,距外侧钢轨200mm左右;

(3)在单道操作时,一般应在人行道侧;

(4)双道操作时,应站在双道之间进行摘挂钩,若双道之间安全间隙达不到《煤矿安全规程》的要求时,则应将空车道车辆推出摘挂钩位置,再进行摘挂钩;

(5)摘挂完毕需越过串车时,严禁从两车辆之间越过。

发送信号:

(1)应站立在信号硐室内或安全地点,手按信号发送器,目视车辆,提升过程中,应进入信号硐室;

(2)“一响”为正常停车信号;“二响”为上提信号;“三响”为下松信号;并规定好其他联系信号且不得与之重复。

18)专用车辆挂不上时,应倒出车辆,重新装载留出联接空间。

19)提升物料前,发现牵引车数及重量超过规定,连接不良或装载不符合要求的严禁提升。

20)若发现提升异常时,应及时发停车信号,赶赴现场详细检查,待事故处理完毕,方可恢复提升。车辆严重脱轨时,严禁把钩工个人复轨。

21)工作完毕后,必须清理现场,检查设备、设施,做到现场交接班。

施工人员必须学习本措施,签字确认后方可作业。

未尽事宜,严格按照《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》规定一并执行。

篇5：工作面切眼施工专项技术措施

一、概述

1105风巷掘进约1000m后,接近煤层风氧化带,根据生产技术部安排,在1105风巷1110m处布置切眼,切眼在巷道北帮开口,由我队从巷内向正北方向施工。1105工作面切眼是1105工作面的回采空间,供安装支架及回采使用。为安全施工,特制定本措施。

二、切眼概况

1、1105切眼设计长度200m,开口位置在1105风巷1110m处巷道北帮,沿煤层底板掘进。切眼采用7.5m(宽)×3.0m(高)锚网联合支护,分两次成巷,一次切眼4.3m(宽)×3.0m(高),靠老塘侧;二次切眼3.2m(宽)×3.0m(高),靠工作面侧。

2、在一次切眼与1105风、运巷贯通处的老塘帮,分别布置端尾硐,端头硐。施工二次切眼时,在切眼南侧工作面帮15m、26m处施工2个滚筒小窝,2m深、3m宽、3m高,锚网联合支护。

3、在切眼中心线正对处,在1105风巷南帮、1105运巷北帮分别施工1个绞车窝。

(附:巷道平面布置图)

三、切眼支护形式及断面

1、一次切眼(掘)支护4.3m(宽)×3.0m(高)

(1)顶板支护:

锚杆规格:φ20-M22-2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

金属托板:规格为120×120×8mm铁托板。

锚固方式:每孔两支锚固剂,一支2335锚固剂,一支2360锚固剂。

钢筋托梁:规格SB-φ16-3800-60mm。

锚杆布置:锚杆排距900mm,间距900mm,每排5根,靠近老塘侧和回采侧的顶板锚杆安设角度为与垂线成20°角,距两帮均为350mm,中间三根锚杆与顶板垂直。

网片规格:采用金属网护顶,网格40×40mm,网片4500×1000mm,采用对接方式。

锚索规格:MS-φ15.24-9.3m,采用一支2335锚固剂,两支2360锚固剂锚固。

锚索托梁:12#槽钢-2500mm,眼距1.8m。

锚索布置:锚索沿切眼纵向布置两排,槽钢横向排距为1.95m,纵向间距为1.1m,靠近老塘侧的一排锚索距老塘帮1.8m,两排锚索呈迈步式连续布置。用锚索托梁将锚索纵向两两一组相连。

(2)老塘帮支护:

锚杆规格:为φ20-M22-2000mm螺纹钢锚杆。

锚固方式:每孔一支2360锚固剂。

金属托板:120×120×8mm铁托板。

锚杆布置:锚杆排距900mm,间距900mm,每排4根,最上一根锚杆与水平线呈20°仰角,其余锚杆水平布置,

网片规格:采用金属网护帮,网格40×40mm,网片2800×1000mm,采用对接方式。

钢筋托梁:规格SB-φ14-2600-60mm。

(3)回采帮支护:

锚杆规格:φ18-M20-1800mm玻璃钢锚杆。

锚固方式:每孔一支2360锚固剂。

托板:[φ(160--200)×500mm]/2木托板配120×120×8mm铁托板。

锚杆布置:锚杆排距900mm,每排2根,呈水平布置,间距为1800mm。上下两根锚杆距顶、底板均为600mm。

2、二次切眼(扩)支护3.2m(宽)×3.0m(高)

(1)顶板支护:

锚杆规格:为φ20-M22-2400mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。

金属托板:规格为120×120×8mm铁托板。

锚固方式:每孔采用2335锚固剂一支,2360锚固剂一支。

钢筋托梁:规格SB-φ16-3800-60mm。

锚杆布置:锚杆排距900mm,间距900mm,每排5根,靠近回采侧和一次切眼侧的顶板锚杆安设角度为与垂线成20°角,靠近老塘侧的角锚杆距离老塘帮350mm,其余三根锚杆与顶板垂直。

网片规格:采用金属网护顶,网格40×40mm,网片3200×1000mm,与一次切眼顶网对接。

锚索规格:MS-φ15.24-9.3m,采用2335型药卷一支,2360型药卷两支锚固。

锚索托梁:12#槽钢-2500mm,眼距1.8m。

锚索布置:锚索沿切眼纵向布置一排,用锚索托梁将锚索两两一组相连,槽钢纵向间距为1.1m,布置在距工作面侧1.8m处。

(2)回采帮支护:

锚杆规格:为φ18-M20-1800mm玻璃钢锚杆。

锚固方式:每孔使用2360锚固剂一支。

托板:[φ(160--200)×500mm]/2木托板配120×120×8mm铁托板。

锚杆布置:锚杆排距900mm,间距为1000mm,每排3根,水平布置,上下两根锚杆距顶、底板均为500mm。

3、切眼绞车窝(1-1):3m(高)×3m(宽)×4m(深)。

(1)锚杆规格:顶为ф20-M22-2400mm螺纹钢锚杆,间排距900×900mm;帮为φ20-M22-2000mm螺纹钢锚杆,间排距800×900mm。

(2)顶锚杆采用一支2335和一支2360锚固剂锚固,帮锚杆采用一支2360锚固剂。

(3)绞车窝全断面铺网,顶网采用金属网,网格规格为40*40mm,网片由现有金属网裁接而成,帮网采用塑料网,网格规格为40*40mm,2800mm×1100mm。

(4)钢筋托梁:顶为SB-φ16-2900-60mm,帮为SB-φ14-2800-60mm。

(5)锚索为MS-φ15.24-7.3m,采用300×300×10mm的钢板为托盘,与锚索配套锚固剂:一支2335锚固剂、两支2360锚固剂。沿绞车窝顶板中心线打设,排距为2.7m。

4、切眼绞车窝(2-2)

开口1.5m深以内,3m(高)×5m(宽)×1.5m(深)

剩余2.5m深为:3m(高)×3m(宽)×2.5m(深),靠东帮布置。

(1)锚杆规格:顶为φ20-M22-2400mm螺纹钢锚杆,间排距900×900mm;帮为φ20-M22-2000mm螺纹钢锚杆,间排距800×900mm。

(2)顶锚杆采用一支2335和一支2360锚固剂加长锚固,帮锚杆采用一支2360锚固剂。

(3)绞车窝全断面铺网,顶网采用金属网,网格规格为40*40mm,网片由现有金属网裁接而成,帮网采用塑料网,网格规格为40*40mm,2800mm×1100mm。

(4)钢筋托梁:顶为SB-φ16-4700-60mm,SB-φ16-2900-60mm帮为SB-φ14-2800-60mm。

(5)锚索为MS-ф15.24-7.3m,采用300×300×10mm的钢板为托盘,与锚索配套锚固剂:一支2335、两支2360。绞车窝内打设三个锚索,距绞车窝东帮1.5m布置两个锚索,排距为2.7m,距绞车窝西帮1.0m处布置一个锚索。

5、端头、端尾硐:高3m,宽3.5m,深2.5m。

锚杆规格:为φ20-M22-2400mm螺纹钢锚杆。

金属托板:规格为120×120×8mm铁托板。

锚固方式:每孔采用2335锚固剂一支,2360锚固剂一支。

钢筋托梁:规格SB-φ16-3200-60mm。

锚杆布置:锚杆排距900mm,间距1000mm,每排4根,两角锚杆安设角度与垂线成20°角,其余二根锚杆与顶板垂直。

网片规格:采用全断面铺网,顶网采用金属网,网格规格为40*40mm,网片3700×1000mm。帮网采用塑料网,网格规格为40*40mm,网片2800mm×1100mm,顶网之间,顶网与帮网之间采用对接方式,双丝双扣,孔孔相连,扭够三圈。帮网之间采用搭接方式,搭接长度为100mm,双丝双扣,隔孔相连,扭够三圈。

锚索规格:MS-φ15.24-9.3m,采用2335锚固剂一支,2360锚固剂2支加长锚固。

锚索托梁:12#槽钢-2500mm,眼距1.8m。

锚索布置:锚索横向布置两排,并用槽钢将锚索横向两两一组相连。

6、采煤机滚筒小窝(3-3):高3m,宽3m,深2m。

(1)锚杆规格:顶为ф20-M22-2400mm螺纹钢锚杆,间、排距900×900mm;帮为φ18-M20-1800mm玻璃钢锚杆,间、排距1000mm×900mm。

(2)顶锚杆采用一支2335和一支2360锚固剂锚固,帮锚杆采用一支2360锚固剂。

(3)顶部挂金属网,网格规格为40*40mm,网片3000mm×1000mm采用对接方式。

(4)钢筋托梁:顶为SB-φ16-2900-60mm。

(5)锚索为MS-ф15.24-9.3m,沿小窝中心线打单体锚索,采用300×300×10mm的钢板为托盘,与锚索配套锚固剂:一支2335、两支2360锚固剂。

(附:切眼平面及断面支护图)

说明:

1、在掘扩二次切眼时,超前掘进头5m打设一排单体柱大板棚,大板棚距离老塘帮为2000mm,平行于切眼中心线打设,在掘进机桥式转载皮带后再打设一排大板棚,两排大板棚间距为3000mm。(附:大板棚打设示意图)。

2、一次切眼与二次切眼顶板锚杆在切眼横断面交叉400mm,沿纵向方向错开200mm。

3、当1105风巷掘至切眼开口位置和端头、端尾等硐室位置时,在煤墙完整、无片帮情况下,巷帮可不进行永久支护。每排(900mm)打设两根φ18-M20-1800mm玻璃钢锚杆配[φ(160--200)×500mm]/2木托板进行临时支护,每排2根,间距为1800mm,水平布置,上下两根锚杆距顶、底板均为500mm。

4、切眼与风、运巷平面交叉点处锚索规格为9.3m长,切眼开口及贯通处,严格按照设计图纸进行支护。

5、施工完切眼开口交叉点和端尾硐后及时打设两架大板棚,在端尾硐开口处且平行于切眼方向(南北方向)打设一架大板棚,在交叉点处打设另一架大板棚,平行与第一架打设,两架大板棚距离在4m--6m之间。大板棚为“一梁两柱”,金属柱距梁端200mm。

6、大板棚架设

(1)规格

①大板:4000mm×300mm×150mm

②鉄柱:KQDZ-3000型单体液压支柱

(2)单体柱大板棚架设方法:

①架设大板棚时,由三人协同作业,作业时,两人分别站在两个方形梯子上,端起大板用铅丝将大板两头与顶梁绑牢。一人升柱,先打中间的单体柱将大板梁升起放正,然后分别打梁端的单体柱。

②打设要求:单体柱要打正打直,初撑力符合要求,手把朝巷中方向,并用铅丝将柱栓好,大板梁上方要平整,吃劲均匀。在大板和顶板中间加垫板皮、扯木等木加工下脚料,不得出现空顶,不吃劲现象,架设大板棚时不得用长木柱和不合格大板。

四、循环进尺及网片铺设

1、掘进过程中,严格执行掘一架一循环制度,循环进尺为0.9m,最大空顶距为1.1m,最小空顶距为200mm。

2、掘进过程中,在顶压较大、顶板岩性不好、煤层层理、节理发育和出现高顶时,循环进尺缩小为0.8m或更小,最大空顶距改为1.1m或更小,此时帮锚杆和锚索要紧跟窝头打设。

3、联网时,网丝采用16#铅丝,双丝双扣,扭结不小于3圈。顶网之间,顶网与帮网之间采用对接方式,网丝孔孔相连。帮网之间采用搭接方式,搭接长度为100mm,网丝隔孔相连。

五、掘进方式

1105切眼采用机掘方式,安装一部DTL80/20/2×37皮带机,完成工作面割煤、装煤、运煤工作。切眼掘进时,先施工一次切眼,与1105运巷贯通后,拆除切眼皮带机,将掘进机退回到切眼开口位置,扩帮掘进二次切眼。

(一)准备工作

切眼开口前,先在开口处按设计要求将槽钢锚索打设完毕,然后将1105风巷皮带机尾缩至切眼预开口处西侧约13m处,将掘进机退至切眼预开口处西侧约4m处。同时将风筒、电缆、信号线回撤至开口位置,将开口处的风水管路拆除,将开口处的帮锚杆螺丝、托板、钢带及网片等卸下。

(二)施工方法

1、掘进机在开口处以方位角30?开口抹角掘出交叉点,然后将端尾硐掘出。

2、掘进机抹角开口掘进约5m后,将掘进机转载皮带拆除,掘进机割煤后,人工装煤至1105风巷皮带,掘进约9m后,将1105风巷皮带机尾延伸至切眼开口位置。

3、掘进约14m后安装一部30B煤溜,掘进20m后安装转载皮带和专用跑靴,掘进机骑溜掘进。掘进50m后,将30B溜拆除,安装一部DTL80/20/2×37皮带机,掘进200m后与1105运巷贯通,掘出端头硐。

4、拆除掘进机转载皮带和DTL80/20/2×37皮带机,将掘进机退至切眼开口处,扩帮掘进二次切眼。掘进约14m后安装一部30B煤溜,掘进20m后安装转载皮带和专用跑靴,掘进机骑溜掘进。掘进50m后,将30B溜拆除,安装DTL80/20/2×37皮带机,掘进机扩帮掘进200m后到位,然后将1105运巷侧的绞车窝掘出。

5、1105运巷侧切眼绞车窝和采煤机滚筒小窝,均采用机掘方式进行,掘进至小窝开口位置时,一次性掘出,1105风巷侧绞车窝采用炮掘施工完成。

6、运输系统:

掘进机小溜→转载皮带→(切眼30B煤溜)切眼DTL80/20/2×37皮带机→1105风巷皮带→1105风巷30B煤溜→胶带大巷2#皮带→胶带大巷40T煤溜→主皮带

(附:设备布置图、切眼交叉点支护图、炮眼布置图)

六、通风

(一)风量计算

1、按人数计算:(工作面最多超不过25人,每人每分钟不得少于4m3风量)

Q掘=4N=4×50=200m3/min

式中:

Q掘--掘进工作面需要风量;

4--每人每分钟供给的最小风量,m3/min;

N--掘进工作面实际工作最多人数,取交接班时最多人数50人。

2、按瓦斯和CO2涌出量计算,根据通风部提供数据,瓦斯绝对涌出量为0.17m3/min,CO2绝对涌出量为0.18m3/min,故按CO2涌出量计算:

Q掘=Q二氧化碳×KCO2/C=0.18×1.5÷1%=27m3/min

式中:

Q掘--掘进工作面需要风量;

Q二氧化碳--掘进工作面CO2绝对涌出量,0.18m3/min;

KCO2--掘进工作面CO2涌出不均衡系数,取1.5;

C--掘进工作面回风流中二氧化碳允许浓度,取1%。

3、局部通风机的供风量的计算:

Q局=1.2Q掘=1.2×240=288m3/min

式中:

Q掘--掘进头的需风量,取(1)(2)(5)式所计算出的最大值,m3/min;

1.2--风筒最大漏风率15%时的系数。

4、掘进工作面最小全压需风量计算:

Q全=Q局+15S=288+15×(4.6×3.0-π0.4?-0.5)=480m3/min

式中:

Q全--掘进面全压需风量(掘进面全压通风系统单独回风量),m3/min

Q局--局部通风机所需吸入风量,取288m3/min;

15--局部通风机至掘进工作面回风口之间的最低风速,m/min;

S--局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道净断面积,12.8m2。

5、按风速进行验算:

Q掘min=VminS=18×4.3×3.0=232m3/min

Q掘ma*=Vma*S=240×4.3×3.0=3096m3/min

Q掘min

式中:

Q掘--掘进工作面风量,取240m3/min;

Vmin--最低允许风速,18m/min;

Vma*--最高允许风速,240m/min;

S---掘进巷道的净断面积,12.9m2。

通过以上计算,本工作面所需全压配风量为480m3/min,掘进工作面需风量为240m3/min,故选择FBDNO5.6型15kw×2对旋式风机,配备ф800mm胶质双反边风筒(柔性橡胶阻燃风筒)即可满足掘进通风要求。

(二)通风方式

掘进工作面采用压入式通风。局部通风机安装在胶带大巷内,1105风桥南侧10m内的进风流中。风筒从风机接出后,经胶带大巷穿过1105风眼,经过1105风巷后接至切眼。风筒出口到工作面距离不大于6米。风筒吊挂要平、直,不漏风,工作面10m范围内风筒由本队管理,其余由通风队管理。

(三)通风系统:

1、切眼贯通前:

新鲜风:副(主)井→轨道大巷→胶带大巷→1105风巷→1105切眼→掘进头

乏风:掘进头→切眼→1105风巷→回风大巷→风井

2、切眼贯通后,形成全压通风系统:

风流方向:副(主)井→轨道大巷→胶带大巷→1105运巷→1105切眼→1105风巷→回风大巷→风井

(附:通风系统图)

七、刮板输送机的安装与回撤

(一)安装前的准备:

1、参加安装的工作人员都应熟悉输送机的结构,工作原理,安装程序和注意事项,并始终严格遵守安全操作规程,注意人身和设备安全。

2、本掘进工作面采用SGB-420/30型煤溜,安装前应对各部件进行检查,如有碰伤、变形,应修复或更换,对各主要部件要熟悉,防爆设备必须有专职防爆检查员仔细检查。

3、准备好安装工具及润滑油脂。

4、对一些小部件如特殊螺栓、键等应妥善保管。

5、安装前,应对巷道进行清理,确保工作面安装位置平稳、宽畅。

(二)安装方法:

1、机头:

电机和减速机的抬运不能少于8人,起吊时,导链与起吊锚索以及与起吊设备连接时,采用30B溜圆环链,配紧口马蹄环,用Ф16螺丝封口,螺丝要满丝满口。用导链吊起电机,减速机到一定高度后,再将其与机头架、底座相互连接紧固。导链要根据起吊设备重量合理选用。

2、中部槽和刮板链:

①四人将中部槽抬至安装地点,斜立在巷帮,不能影响行人、运输等。

②将带有刮板的链穿过机头。

③把链从下向上穿进第一节中部槽的下槽导向槽内。

④从第一节中部槽的上边将刮板链拉直,推动中部槽沿刮板链下滑,并与过渡槽相接。

⑤按上述方法继续接长底链,并穿过中部槽,逐节把中部槽连接上,直到机尾。

3、铺上链:

把机尾下部的刮板链绕过机尾轮,放在溜槽的中板上,继续接下一段刮板链,再将刮板链的刮板歪斜,使链环都进入溜槽槽帮内,然后拉直,用此方法把上部刮板一直接到机头。

4、用紧链装置或导链紧链。

(三)安装要求:

1、机头底梁要稳固、垫实、不晃动,机头两侧与巷道壁至少要留0.7m的人行道。

2、刮板输送机要平、稳、直,连接处不可凸起,搭接要牢固,如果底板不平或底板有煤块等必须清除后再铺。

3、刮板链的圆环链不得拧弯,各段两边链必须等数,不得错环,要随时注意拉紧刮板链。

4、设备运转时,要打上机头压溜柱。

5、电缆、低压控制线、信号线、保护线都要悬挂整齐,电气设备必须符合防爆要求,如有淋水,必须盖好。

(四)安装后的试运转

刮板输送机安装完毕后,应进一步检查各部件安装是否正确,刮板链连接是否牢固,各润滑系统是否充分,然后进行空转试验,开始时断续起动,开、停试运,当刮板链转过一个循环后再正式转动。各部检查正常后再做一次紧链工作,然后带负荷运转10-15分钟,必要时再紧一次刮板链。

(五)刮板输送机的回撤:

1、首先闭锁煤溜开关,并设专人看护,拆开煤溜负荷线。

2、用紧溜器或5T导链将靠近机头处的圆环链摘开,将上链接长。

3、开启煤溜,将圆环链全部开出,然后摆放在一处,以防丢失。

4、从机尾将溜槽逐节拆开,十节一垛,靠帮摆放好。

5、将电机、减速机用3T导链吊住,拆开连接螺栓,靠帮摆放好。

6、将机头、机尾架拆除,靠帮摆放好。

7、将拆下来的特殊螺栓、键等小零件要保管好,以防丢失。

八、皮带输送机的安装与回撤

皮带输送机的传动系统如下:

由电机带动─液力联轴器─减速器──传动滚筒─胶带─拉紧滚筒─系列换向滚筒─机尾滚筒─卸载滚筒。

(一)安装前的准备工作:

1、利用轨道运输将皮带机运至1105风巷内风桥处,人工抬运至安装地点。

2、在巷道中安装之前,根据巷道中心线定出皮带输送机安装中心线,保证机身的平与直。

(二)皮带输送机的安装:

1、清理、平整、机头、机身、机尾的巷道底板。

2、人工将机头部的电机、减速器、滚筒、硬架等抬至安装处。

3、按事先找好的中心线,用导链吊起电机、减速机、滚筒等重件进行安装,起吊前,打设专用起吊锚索。导链要根据起吊设备重量合理选择,保证有1.5倍的安全系数。

4、移动机尾到安装地点,将尾部导向滚筒调至最前端安好。

5、沿皮带机中心线安设H架及连接管。

6、安装底托辊后,再铺底皮带,从机尾滚筒绕上来。

7、安装上托辊后,再辅上皮带。

8、连接上皮带。

9、调整H架,使其保持与机身中心线垂直。

10、张紧皮带。

11、接好保护装置,控制线路及信号线,电缆悬挂整齐。

12、接通电源。

13、安装皮带的辅助装置,洒水软管、灭火器、灭火砂、消防管路等。

(三)安装的要求:

1、电机、减速机、底座、传动滚筒及机头硬架,必须按规定安装牢固。

2、机头、机身和机尾的中心线必须保证成一直线。

3、机头、机尾各个滚筒,托辊必须与运输机的中心线垂直。

4、胶带连接使用狼牙卡,皮带接口完好。

(四)试运转:

1、全面检查各部的安装质量。

2、各润滑部位油量应达到规定量,油质必须保持洁净。

3、按起动按扭、点起动,无异常后方可正常开机运行。

4、试运转时,注意观察各部的运输情况,若有异常,立即停机进行处理。

5、皮带跑偏应调整,先调下皮带,再调上皮带。

(五)皮带输送机的回撤:

1、皮带司机松涨紧绞车,由专职电工负责找口,将皮带拆开。

2、专职电工负责停电,拆除控制线、电源线和皮带各项保护。

3、四人扶住一片硬架(每头两人),一人用扳手将该硬架的螺丝松开,四人将该硬架片靠巷道东帮码放好。用同样方法将其余硬架片拆除。

4、机头部件拆除时,当班队干负责监护,班长负责起吊,起吊过程中非作业人员远离起吊点,电机、减速机解体用5吨倒链,拉动小链,使待拆卸设备吃劲。然后人工将电机、减速器、卸载架上的螺丝卸下,松开倒链,慢慢将设备放在地上。机头部分拆除后都码放在切眼开口处老塘帮。

5、将拆除的皮带、连接管、H架、托辊以及机尾部分,靠切眼老塘帮摆放好。

九、辅助运输

1、掘进所需支护材料均采用底皮带运输,所需小件如托板、球形垫等运输时要成箱或成捆运输,用16#铅丝绑结牢固,必须与锚杆、钢筋托梁等物料放置在一起,上料时必须把物料放置在皮带中间。

2、切眼所需皮带输送机和刮板输送机电机、减速机、滚筒、硬架、H架、皮带机尾等大型部件采用人工抬运的方式,运输至安装地点。

3、皮带输送机和刮板输送机的其他部件,如溜槽、连接管、托辊等,均采用底皮带运输。

4、设备的螺栓、键等小零件由人工携带至安装地点,要保管好,以防丢失。

5、底皮带运输时,上料总长度不得超过30米。

十、安全注意事项:

(一)机掘开口安全注意事项

1、切眼开口前,由生产技术部标定开口位置并确定中线,将开口处的锚索打设并张拉完成后方可进行开口作业。

2、在开口位置设一组顶板离层仪测站,跟班队干、验收员交接班要观测一次,以后每隔30米在距老塘帮4米处顶板打设一组,并做好记录。

3、开口前,先对开口处北帮的顶板和帮进行检查,同时将掘进机停电闭锁,确认安全后,人工将开帮处网片解开并松开帮锚杆螺母,卸下钢带和托板。

4、开口掘进30米内可以不执行退机5米的规定,但割煤完毕或要人工出煤时,

必须切断掘进机电源,闭锁隔离开关。

5、开口初期割煤,煤墙帮转载皮带机头往里严禁有人停留或作业。

6、割煤退机时要由专人在掘进机后约6米处的安全地点监护,以防掘进机压坏煤溜或撞坏皮带机尾。

7、开口拐弯时,掘进机及转载皮带周围严禁有人。

8、人工出煤前必须认真检查煤溜运行情况并进行试运转,在煤溜无问题后,方可人工出煤。

(二)延伸皮带机尾安全注意事项

1、作业前,先将皮带松开,然后采用30B溜圆环链配紧口马蹄环和φ16mm螺丝将皮带机尾拴住,挂在掘进机牵引装置上,螺丝要满丝满扣,然后由掘进机进行拖拉。

2、拖拉前,先检查大链、马蹄环和螺丝的完好情况,发现不合格要立即更换。

3、拖拉时,大链两侧、掘进机前方严禁有人作业或停留,同时机尾看护人员要站在转载皮带后进行监护,严禁有人通过或作业。

4、拖拉时,掘进机必须要均匀吃力,严禁出现闪动,如有意外及时停机。

(三)皮带机头、机尾柱打设安全注意事项

1、掘进一次切眼时,皮带机头、机尾戗柱均采用铁柱,必须保持完好,铁柱须将铁销锁牢。

2、戗柱打设在巷帮煤壁上,打设前先在煤壁上做出柱窝,打设后必须用木茬背紧,保证戗柱撑紧顶牢,并用10#铅丝将柱头与帮钢带绑接牢固,机头戗柱靠煤壁端打设高度不得超过300mm,机尾戗柱打设高度不得超过800mm,不得影响行人畅通行走。

3、如无法用铁柱固定皮带机头、机尾时,要打设地锚固定,地锚打设可采用2根φ20-M22-1000mm螺纹钢锚杆,锚固力达到70KN方可使用,使用30B溜圆环链,分别拴在两根锚杆和机尾上,马蹄环要用螺栓封口,满丝满扣。

(四)拆接溜安全注意事项

1、30B溜拆接,必须使用5T倒链或专用千斤顶紧链器,严禁点动碰煤溜。

2、使用5T倒链时,必须保证倒链自锁,操作灵活,吨位相符。使用专用千斤顶紧链器时,应保证各处油封良好,伸缩灵敏,否则应立即更换。

3、拆接溜前,首先检查开关灵敏情况,将煤溜开空,并将接口开至合适位置,停电闭锁开关后,用5T倒链或千斤顶紧链器接上。

4、用千斤顶专用紧链器,必须有专人看护平衡板,防止切链器脱出煤溜伤人。

5、无论是5T倒链还是千斤顶专用紧链器,作业人员必须站在溜子侧面,严禁跨在溜子上操作,并在接链点和千斤顶间横放一根结实的刹杆,防止断链伤人。

6、接溜期间,机尾严禁站人。

(五)设备运输安全注意事项

1、开机前,司机应从机头至机尾对设备进行全面检查。

2、电机、减速机、液力偶合器、信号、刮板等都必须全部合格。

3、按信号开机,保持注意力高度集中,大块煤矸要打碎。

4、检修时必须闭锁开关。

5、遇有特殊问题立即停机,并进行处理。

6、下班时应将煤拉净。

7、切眼刮板运输机运输时,要有专人看护转载皮带机头,看护人员要站在转载皮带机头前方1m外,不准站在转载皮带两侧,发现异常情况,要及时通知掘进机司机,停机后进行处理。。

8、要将底板浮煤清净、清平,以利于转载皮带的移动。

9、30B煤溜长度小于10m时,机头5m范围不得站人。

10、30B溜机头打设压柱,压柱直径不小于140mm,不得使用摩擦支柱或其他材料代替,顶板要有100mm深柱窝且用8#铅丝绑于顶梁上。

11、在30B溜机尾要用双股10#铅丝将两根3m连接管(2寸半)绑在30D溜机尾三节槽两侧,使其成为一个整体。

(六)打设木点柱施工措施:

①挖柱窝:将竖柱处浮煤清至实底,凿好柱窝后垫好鞋板。②上柱帽:搭设牢固工作台,作业人员在工作台上将柱帽(平面)接起到顶板合适位置并用铅丝将柱帽与顶梁绑牢。③作业人员将木柱竖到柱窝内,待柱头对准柱帽中心后将木柱与柱帽绑牢。最后用木茬将木柱打紧。

(七)放炮作业安全注意事项

1、作业时,要有跟班队干或班组长现场指挥、监督,确保安全作业。

2、放炮时,要对放炮地点20m范围内的电缆、水管、设备、风筒、皮带机等用废皮带等加以可靠保护。

3、放炮母线要拉够75米,放炮时,要在切眼内距离放炮地点100米外和1105风巷内距离放炮地点100米外设专人警戒,以防人员误入。

4、放炮前后必须对放炮地点20m范围内进行冲洗,放炮使用放炮水幕。

5、炸药雷管的运送及使用管理:

(1)所有爆破人员包括爆破、送药、装药人员必须熟悉爆炸材料的性能及其相关规定。

(2)井下爆破作业必须由专职爆破工担任,爆破工必须经过专门培训,并持有爆破操作资格证书,爆破工必须依照爆破说明书进行爆破。

(3)爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的炮药箱中,并加锁,严禁装在同一炮药箱内,严禁乱扔乱放。

(4)炸药、雷管的领取、使用、退回必须账物相符,严格按手续办事。

(5)背送炸药的人员行走中要避免接触电缆和金属导体,严禁用矿车、皮带机、运输机运送炸药和雷管。

(6)背炮工必须从火药库领取规格、数量符合要求的炸药和毫秒延期电雷管,运送时,电雷管必须由爆破工亲自运送,炸药应由爆破工或在爆破工监护下由其他人员运送,炸药和雷管箱间的距离保持10m以上,要匀速行走,避免使箱体产生震动。雷管、炸药,不准装入口袋或用手拿。

(7)炸药、雷管在工作面存放要离开电气设备、金属导体等。必须将其放在顶板完好、不淋水的安全地点,爆破时放在警戒以外的安全地点。

(8)禁止任何人敲击炸药、雷管箱子,禁止坐在箱子上加工炸药,箱子必须加锁,不加工时,禁止开锁,钥匙必须随身携带。

(9)装配引药时,必须防止电雷管受到震动或冲击,防止折断雷管脚线或损坏绝缘层。

(10)电雷管只许由药卷的顶部插入,不得用电雷管代替木尖棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内,并且用脚线将药卷缠牢,把雷管末端扭结。

(11)炮眼封泥用水泡泥,禁止用煤块、煤粉或其它块状、可燃性材料作封泥。

(12)放炮作业,班组长、放炮员、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。

(13)装药时,要清除炮眼中的煤粉,用木质或竹质的炮棍将药卷轻轻的推入,不得冲撞和捣实,炮眼内的药卷必须彼此密接,装药后,必须把电雷管脚线悬空,并扭结或短路,严禁电雷管、放炮母线同运输设备、电气设备以及采掘机械等导体接触,所剩炸药和雷管必须如数全部归还火药库。

(14)爆破母线和连接线应符合下列要求:

①爆破母线必须符合标准,采用铜芯绝缘线。

②爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与金属管、金属网、等导电体相接触。

③绞车窝施工时,爆破母线应随用随挂。

④爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧时,爆破母线必须挂在电缆的下方,并应保持0.3m以上的距离。

⑤只准采用绝缘母线单回路爆破,严禁用金属管、金属网、水或大地等当作回路。

⑥爆破前,爆破母线必须扭结成短路。

(15)放炮前,班组长必须清点人数,确认无误后,方准下达放炮命令,并且在警戒位置派专人站岗。

(16)放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带,不得移交他人,非放炮时,母线必须扭结或短路,如有损坏,立即更换。

(17)通电以后,无论炸药爆破与否,放炮员必须取下钥匙,并将母线摘下,扭结或短路,至少等15分钟才能沿线检查。

(18)如果有残炮、瞎炮,必须处理后方能进行其它工作,由于连线不良造成瞎炮,可重新连线放炮,禁止用镐刨或从炮眼内取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管,禁止将炮眼底(无论有无残炮)继续加深,禁止用打眼的方法往外掏药;在距离炮眼至少0.3m处打与瞎炮平行的新眼,重新装药放炮。

(19)一旦有残炮、瞎炮要由放炮员收集,交回火药库,严禁将雷管、炸药随煤拉出。

(20)禁止打眼、装药同时进行,装药不得与任何工作同时进行。

(21)皮带运转时,严禁任何人员身体任何部位接触皮带机运转部件。

(22)放炮前后,必须对作业地点附近支护进行检查,对锚杆进行再预紧,放炮造成帮锚杆失效时,必须及时补打一排。

(23)作业完毕后,搞好现场文明生产。

(八)避灾路线

1、火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线:

切眼贯通前:

掘进头→1105切眼→1105风巷→回风大巷→2#胶回联巷→胶带大巷→1#进风联巷→轨道大巷→副立井→地面

切眼贯通后:

掘进头→1105切眼→1105运巷→胶带大巷→1#进风联巷→轨道大巷→副立井→地面

2、水灾避灾路线:

掘进头→1105切眼→1105风巷→回风大巷→风井梯子间→地面

(附图:避灾路线图)

十、临时支护、供电、防尘、监测监控、辅助运输、起吊作业等等相关的安全注意事项和管理制度严格执行《1105风巷掘进作业规程》和《拖、吊、拉、装、运安全技术措施》中有关规定。切眼贯通时编制专项技术措施。

审批意见: