1307工作面作业规程悬移支架.docx

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1307工作面作业规程悬移支架

第一部分地质概况

(一)工作面位置:

1.矿井中的位置:

1307工作面开采的是二叠系山西组的二1煤层,为我矿的主要可采煤层。

1307煤柱工作面位于我矿13采区中部,地面标高一般为+162.2~+180.3之间,该工作面煤层距离地面垂深为552.2~620.3米,第三、第四系冲积层厚度一般为174米~197米。

2.地面位置及地面设施:

地面对应位置位于矸石山西南,地形属丘陵阶地,高差不大,由于回采范围内为农田和坡地,对地面设施无任何影响。

3.井下位置及四临采掘情况:

1307工作面井下位置位于我矿13采区中部,该工作面北与1107及1109工作面相邻,南以F1059断层为界,西与1103工作面相邻(已回采),东与1309工作面相邻(未开采)。

(二)工作面煤层情况:

1.赋存情况:

1307工作面上顺槽长427.6m,下顺槽长400m,切眼长115m,工作面长度随向外推采逐渐增加,平均倾角28°,面积43716.9㎡。

1307工作面开采的是二叠系山西组下部的二1煤层,为我矿的主要可采煤层,该工作面地质构造较复杂,煤层厚度变化较大。

根据工作面上、下顺槽及切眼实测煤厚点,该工作面煤层厚度在4.9-8.2m,平均煤厚6.4m,煤层结构简单,没有夹矸,可采指数为1。

2.储量计算边界

该工作面计算边界:

北到设计停采线位置,南到切眼,西到1307上顺槽,东到1307下顺槽。

3.储量计算方法与参数的确定

储量计算方法是在1:

1000的二1煤层底板等高线图上,利用几何图形法进行储量计算

1)计算公式

Q=(S/Cosα)×M×D

式中:

Q:

计算块段内储量104t

S:

平面积,是利用煤矿地测管理信息系统龙软3.0软件,求得平总面积为43716.9m2.

a:

煤层倾角,根据工作面切眼实际揭露煤层倾角,取其平均数28°。

M:

煤厚,根据1307工作面上顺槽实测煤厚点12个、下顺槽实测煤厚点12个,切眼实测煤厚点4个,取其平均数6.4m.

D:

煤的容重(采用精查报告提供的1.38t/m³)

1307工作面地质储量为42.29万吨,回采率按80%计算,工作面可采储量为33.83万吨。

详见储量计算成果表四。

4.煤质情况:

依据鹿5透钻孔及周围巷道实际揭露煤质化验资料得出本工作面工业分析成果列表。

(见附表三)

5.顶底板情况:

二1煤层顶板:

根据鹿5透、2’-2钻孔资料,伪顶为黑色泥岩,质软易碎,遇水膨胀,极易冒落。

直接顶为灰黑色薄层状砂质泥岩,破碎易冒落,含植物化石,保存完整,厚度1.0-2.2米左右。

老顶为灰色,发褐中细粒砂岩,成分以石英为主次为长石,含大白云母片,块状结构,层厚23.47米,中间夹2.27米砂质泥岩。

二1煤层底板:

伪底为黑色泥岩,遇水膨胀。

直接底为灰黑色质砂泥岩,层状结构,层面含炭质和白云母片,富含植物化石,遇水膨胀,局部会发生底鼓,平均厚度0.74米-2.41米之间。

老底为灰黑色泥岩与灰色细粒砂岩,薄层理,含少量黑色泥岩包裹体,厚度为26.98米。

煤层上、下部分岩石详见《煤系地层综合柱状图》(附综合柱状图一)

二1煤层顶底板岩石的物理力学性质,可根据冷泉井田补勘精查地质报告中,二1煤层顶底板岩石力学试验成果(见附表二)。

从表中可以看出,二1煤层顶底板砂质泥岩为中等坚固岩石,砂岩为坚固岩石,其顶板砂质泥岩为II类中等稳定顶板。

(三)地质构造:

地质构造是影响煤矿生产建设的最主要的地质因素,它也是其它地质变化的主要控制因素,它直接影响工作面的生产和管理。

该工作面总的地质趋势为一褶曲构造,位于秦家岭向斜两翼。

根据上、下顺槽掘进期间实际揭露资料分析,该工作面地质构造较为复杂,在工作面掘进期间揭露的断层有F1307-1正断层、F1307-2正断层、F1307-3正断层、F1307-4正断层、F1307-5正断层、F1307-6正断层,现将其基本情况及对回采的影响情况分析如下:

1.F1307-1正断层

该断层在上顺槽揭露,断层倾向110°,倾角55°,落差1.3米,掘进上顺槽时揭露,对工作面回采稍有影响。

2.F1307-2正断层

该断层在上顺槽揭露,断层倾向115°,倾角66°,落差2.0米,掘进上顺槽时揭露,对工作面回采稍有影响。

3.F1307-3正断层

该断层在上顺槽揭露,断层倾向290°,倾角50°,落差2.5米,对工作面回采稍有影响。

4.F1307-4正断层

该断层在上顺槽揭露,断层倾向290°,倾角26-55°,落差3.0米,对工作面回采稍有影响。

5.F1307-5正断层

该断层在下顺槽掘进期间探测断层,位于工作面切眼以外,断层倾向340°,倾角50°,落差8.0米左右,对工作面回采影响不大。

6.F1307-6正断层

该断层在下顺槽掘进期间揭露,断层倾向120°,倾角70°,落差2.0m左右,对工作面回采稍有影响。

断层位置见1307工作面回采地质说明书附平面图,断层要素见附表

(一)。

7.岩浆侵入体、河流冲刷带对煤层的影响:

该工作面煤层不受岩浆侵入体影响,局部可能受构造影响造成煤层厚度变小,给回采带来一定影响。

对此,施工过程中应加强观测。

8.水文地质:

本区开采主要含水层为山西组砂岩含水层和太原群八层灰岩含水层,主要隔水层为二1煤直接底板泥岩隔水层。

现将各含(隔)水层简述如下:

1)顶板砂岩含水层

山西组二1煤顶板砂岩含水层组(S10+S11+S12)是二1煤回采期间的直接充水含水层,也是工作面采掘活动中最主要的充水因素。

它位于二1煤上0~41.57米,平均间距为12.83米,该地区S10层砂岩位于二1煤上1-2.2米左右,含水层平均厚度23.47米,属承压裂隙水。

2)底板砂岩含水层

山西组二1煤底板砂岩含水层(S9)是二1煤回采期间直接充水含水层,它位于二1煤下0.74-14米,该地区S9层砂岩位于二1煤下2米左右,厚度5.1米多以砂质泥岩出现,以断层和裂隙接受C3L8灰岩水的补给。

3)C3L8灰岩含水层

太原群八层灰岩含水层为二1煤回采期间的间接充水含水层,位于二1煤下20.58~55.38米,平均33.75米,灰岩平均厚度5.55米,属裂隙岩溶承压水,裂隙岩溶不发育,一般是通过断层或其它构造向工作面充水。

4)二1煤直接底板泥岩隔水层

该隔水层为二1煤直接底板,厚度在0.74~1.38米之间,较为致密,但该岩层厚度较薄,回采期间容易受到破坏,达不到隔水效果,该岩层起不到隔水层的作用。

5)充水因素

二1煤层顶板砂岩水是二1煤采掘活动中最主要的长期充水水源,1307工作面上顺槽掘进期间顶板砂岩的涌水量为10-30m3/h,一般为遇到断层或顶板破碎时出水,对掘进造成一定的影响。

在回采阶段,当大顶初次来压,顶板砂岩大面积冒落后水量会逐渐增大,可能达到最大值,但只要防排水措施到位,一般不会对生产造成大的影响。

1307工作面上部1103工作面(已回采)回采期间,受采掘扰动底板砂岩曾出水,水量最大为20m3/h。

由于1307工作面与1103工作面(已回采)同处于秦家岭向斜,水文地质条件相似,在回采过程中也可能发生底板出水。

C3L8灰岩含水层由于距离二1煤层间距较大,只有通过导水断层对工作面回采掘进产生影响,影响本工作面回采的断层落差最大5.5米,所以,分析1307工作面受C3L8灰岩水影响较小,工作面回采时遇断层应密切注意出水。

6)工作面涌水量预测

本工作面水文地质条件与其它采区相比较为复杂,根据1307工作面上、下顺槽掘进期间的涌水量以及1103工作面(已回采)回采期间的出水量,推测1307工作面回采期间的正常涌水量为30-50m3/h,在大顶初次来压或回采过程中遇构造变化、断层导水等情况时,预计最大涌水量为60-100m3/h。

7)水害威胁情况分析

二1煤层顶底板砂岩水是工作面采掘过程中最直接的、长期的主要充水水源。

1307工作面在掘进期间,上、下顺槽均有不同程度的滴淋水,特别是上顺槽遇到F1307-1、F1307-2、F1307-3、F1307-4断层,切眼遇到F1307-5断层都有淋水,对生产造成了一定的影响,但由于及时补掘水窝,安设水泵,采取管路引水等措施,没有发生水害事故。

但在工作面回采阶段,当顶板初次来压,顶板砂岩大面积垮落,水量会逐渐增大;底板砂岩受采掘扰动,也可能发生出水,这时水量可能会达到最大值。

9.煤层瓦斯含量、瓦斯涌出量

该工作面原始瓦斯含量为9.36m³/t,经抽放后,根据河南理工大学所测瓦斯含量,该工作面经抽放后瓦斯含量最大为6.36m3/t,根据煤炭科学研究总院抚顺分院2008年鉴定结果,二1煤尘具有爆炸性,爆炸性指数为15.05%,煤层为不易自燃煤层,最短自然发火期为134天,地温梯度为0.82°C/百m。

第二部分采煤方法及回采工艺流程

(一)工作面巷道布置平面示意图详见附图二。

(二)采煤方法:

1.该工作面采用走向长壁炮采放顶煤方法。

全部垮落法管理顶板。

2.工作面采高的确定:

工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移支架和π型梁(对棚,两梁五柱)联合支护。

悬移支架支护段采高根据ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架特性确定为1.9m±0.1m。

π型梁支护采用DZ22-30/100型液压单体柱为柱腿。

单体柱最大高度为2240mm,最小高度1440mm特性,确定π型梁支护段采高为1.8m±0.1m。

随着1307工作面沿走向不断推进,工作面长度逐渐增加,工作面悬移支架与端头中间需要逐步增加π型梁对棚支护(因为每组悬移支架宽1.0m)。

悬移支架与π型梁支护结合处,为避免错台阶现象。

悬移支架可降低采高与π型梁支护段采高一致,保证顶板顺平。

3.放顶煤工作面采放比的确定:

工作面煤层平均厚度6.4m,放顶煤厚度4.4m,采高按2.0m计算,采放比1:

2.2。

(三)回采工艺

1.工艺流程

1)悬移支架支护段工艺流程:

打眼→联网→清煤推槽→前移托梁→装药放炮→伸前探梁护顶→出煤→收回左前伸缩梁提起左梁前后柱前移左梁→收回右前伸缩梁提起右梁前后柱卸载前移右梁(面向煤壁)→放煤完成一个循环

2)π型梁配单体柱支护段工艺流程:

打眼放炮→铺展网→推槽→打中排柱→移主梁护顶(包括清煤打靠帮柱)→装运煤→清老塘浮煤→移副梁→清浮煤→改中排柱→放顶煤。

2.落煤方式

采用风锚头人工打眼,使用矿用毫秒延期电雷管引爆乳化炸药爆破落煤。

炮眼采用三排孔五花眼布置。

炮眼编号:

顶眼为3号、腰眼为1号、底眼为2号。

(炮眼布置图及爆破说明书见附图三)

3.装煤方式

装煤采用人工装煤。

除爆破时刮板输送机运出一部分煤外,其余全部采用人工攉煤。

4.运煤方式

工作面、下顺槽共安装两部SGW-40T型可弯曲刮板输送机。

5.支护形式

该工作面采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架(伸缩梁长度0.8m)与部分π型梁联合支护,其中:

ZH—组合滑移支架,2000—额定工作阻力(KN),16/24—支架最小/最大支护高度(dm),F—分体顶梁。

工作面端头支护:

由于工作面倾斜长度变化,上安全口将采用ZH2000/16/24F分体顶梁组合悬移液压支架,悬移支架必须伸出前探梁,确保有畅通的安全出口,若支架与出口抬棚棚距超过0.5m时,必须加棚,加棚采用2.6mπ型梁配单体柱对棚支护,两梁五柱,将对棚主梁窜0.8m护顶。

出口抬棚为1对3.5mπ型梁;下安全口采用4对4.0mπ型钢梁对棚支护,一梁四柱,出口抬棚为1对4.0mπ型梁。

工作面上下端头与悬移支架结合间需要逐渐增加部分π型梁对棚支护,以便随工作面倾向长度的变化增添整组支架。

π型梁长度2.4m,采用液压单体柱为柱腿,两梁五柱,棚距中之中为600mm,π型梁支护段采宽随悬移支架采宽为0.8m。

π型梁支护段采宽缩小后,为保证人行道宽度不得低于0.7m。

(工作面支护方式示意图见附图四)

工作面支护形式表

项目

内容

支架类型

 

支架型式

梁柱型号

及规格

支架结构

(m)

梁柱配合

背顶方式

柱窝

深度

(㎜)

迎山

角度

(度)

分体顶梁组合悬移液压支架

ZH2000/16/24F

一组梁配合四支柱(Ф125mm),顶梁用托梁连接为一体

顶梁上托网

100

6~8°迎1°

1(支架中心距)

π型梁配单体柱对棚齐梁式

四对八根

单体柱DZ22-30/100

л型梁

长4.0m

二梁八柱

网下背

Ф40mm×1m背木8根

100

6~8°迎1°

0.5

上端

头支

分体顶梁组合悬移液压支架

π型梁配单体柱对棚齐梁式两梁五柱

ZH2000/16/24F

2.6mπ型梁配单体柱对棚齐梁式两梁五柱

一组梁配合四支柱(Ф125mm),顶梁用托梁连接为一体

网下背

Ф40mm×1m背木6根

100

6~8°迎1°

0.5

单体柱配铰接梁

单体柱

DZ22-30/100

铰接梁长

1.0m

一梁一柱上下帮各一组

100

根据顺槽坡度迎山

超前单抬棚

1、上顺槽超前双抬棚外10~20m范围内,用铰接梁配合单体柱打一梁一柱单抬棚。

2、下顺槽超前双抬棚外10~20m范围内,用铰接梁配合单体柱打一梁一柱单抬棚。

6.移刮板输送机方式

工作面放煤后,开始清理浮煤,待浮煤清净后,用单体液压支柱将输送机推移至煤墙。

移输送机时掌握好顺序避免输送机脱节,移输送机时必须拉线,严格按照从上而下进行。

移工作面机尾时,待移好机尾打上压柱后,方可传点开输送机。

移工作面机头时,要停下顺及工作面的输送机,将下顺槽输送机电源开关停电、闭锁、挂停电标志牌,待移好机头打好压柱后,方可传点送电。

移输送机时要时常注意煤壁、支架、顶板等情况,发现问题要及时处理。

移工作面机头时,机头正前及煤墙侧严禁有人停留、工作。

7.移梁放顶方法

1)悬移支架支护移梁放顶方法

(1)工作面清净浮煤后,由下向上依次将滞后的顶梁收回前探梁,同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶。

前移后的顶梁梁头与提前移的顶梁梁头对齐。

(2)移梁放顶时,本段采煤工1人站在煤墙侧待移梁下部不少于1.0m处,1人站在老塘侧待移梁上部不少于1.0m处操作片阀移梁,位于煤墙侧人员要观察顶梁移动长度,及时提醒老塘侧人员停止操作片阀。

(3)顶梁移动到位后,由老塘侧人员分别操作片阀将该顶梁下的前后支柱升紧升牢。

然后依次对下一架顶梁进行同样操作移梁放顶。

(4)移梁放顶段间隔距离不少于15m。

2)π型梁支护放顶方法

当分段内窜过主梁,打好煤墙靠帮柱。

分段移副梁(放顶)距离不少于15m,放顶时必须由下往上逐棚进行,且必须是2~4人配合作业,作业前先检查安全情况,放顶退路保证畅通。

放顶时,先把切顶线侧支柱回出放在煤墙,然后卸柱移梁,对移好的梁重新支设,使其与主梁形成对棚,棚距中至中为0.6m。

回柱放顶时,必须回一棚升一棚,如有顶网破损时,必须重新补联网。

3)上、下隅角放顶方法

(1)上、下隅角放顶前,必须补齐抬棚梁下的柱子。

(2)上、下安全口抬棚交错0.8m迈步前移。

(3)放隅角后路必须保证畅通,放隅角由里向外逐棚进行。

(4)放顶后,最里一架梁下(安全口对帮)必须有抬棚加强支护。

(5)下隅角放顶时,下顺槽运输机开关必须停电落锁,班长现场指挥,并指派专人停送电和看守开关,放顶结束后,班长同放顶人员检查运输机内是否有支护材料或工具等,确认无问题后,方可通知输送机司机开槽。

严禁用下顺槽刮板运输机运送梁、柱。

4)放煤方法

(1)悬移支架及π型梁支护段放煤均采用低位间隔多轮循环放煤法。

两相邻的放煤口同时放煤间距不得少于5m。

当班放煤范围内分三轮将煤放净,每轮放约三分之一厚度的顶煤。

(2)放煤步距0.8m,放煤口规格400×400mm(“门帘”状),放煤口下边紧靠大槽上沿。

放煤时,可将网剪开“门帘”掀起并固定,待顶煤放净后方可停止放煤,然后用铅丝将“门帘”联好。

(3)每段放煤时从下顺槽向上顺槽方向进行,放煤工作不少于2人同时作业,一人观顶一人放煤,放煤人员必须站在支架完好的放煤口上方安全地点,严禁将身体探入放煤口掏煤。

(4)放煤时,若大块煤堵口,应用专用放煤钩进行处理,严禁用手搬移。

(5)放煤过程中,若支架松动、支柱卸载或煤壁片帮,应立即停止放煤并对支架进行加固或超前支护,待处理好后,方可继续放煤。

(6)放煤与采煤间隔的安全距离不少于15m。

(7)工作面放煤时,必须保证老塘冒落的煤、矸高于支架顶梁,否则停止放煤。

8.支架工序进行的顺序和其它配合方式

(1)悬移支架初撑力以液压泵压力不得低于25MPa为标准。

π型梁下的液压支柱初撑力为:

每对棚下的支柱平均初撑力不低于40KN(5MPa)。

(2)悬移支架支护段放炮前必须联好顶网并卷起吊挂在顶板上。

(3)放炮落煤后,由下向上依次将每组悬移支架的前探梁伸出至煤壁进行护顶。

护好顶将煤清净后,左顶梁收回前伸缩梁,同时将该梁下两根柱卸载提起前移至煤壁,然后右顶梁收回前伸缩梁,同时将该梁下两根柱卸载提起前移顶梁放顶。

前移后的顶梁梁头与提前移的顶梁梁头对齐,并将支柱起紧升牢。

(4)前探梁前移长度为800mm,支架最大控顶距3400mm,最小控顶距2600mm,护顶操作不少于2人进行,一人操作,一人观顶。

护好顶后方可清煤。

严禁空顶下作业。

(5)攉煤工必须是在完好支护下攉煤,严禁空顶下作业。

(6)放炮后,及时伸出前探梁护顶,梁上托网,然后将相邻支架的菱形网逐扣相连。

9.工作面设备及工具配备

(1)上顺槽应备用木料,规格2.0m板梁20块,1.2m半圆木板梁50块,备用单体柱20根,2.4m长л型梁20根,备用槽10节。

(2)上述备用材料均放在顺槽距工作面50m以外,分类码放整齐,并挂牌管理。

 

第三部分生产系统

(一)概述:

1307工作面上顺槽长427.6m,下顺槽长400m。

切眼长115m。

工作面平均坡度28°。

工作面上、下顺槽均采用U29支架支护,支护断面为3.79m×2.8m;棚距中至中为0.7m。

详见附图十七

(二)工作面设备布置示意图:

工作面、下顺槽共铺设SGW-40T型可弯曲刮板输送机两部,其中,下顺槽刮板输送机为2×40KW双机运转,工作面刮板输送机为2×55KW双机运转,详见附图五。

(三)生产系统

一、运煤系统:

1)运煤路线:

(1)1307工作面→1307下顺槽→1307出煤横川→1105岩中巷→铸石槽→-575运输线→主井底→地面

2)运输设备型号、运输能力、台数、安装位置

(1)工作面铺设一部SGW-40T型可弯曲刮板输送机,电机型号为:

DSB-2×40T,长度为110m(随工作面的长度变化及时延长或缩短),下顺槽铺设一部SGW-40T型可弯曲刮板输送机,板输送机长度为60m。

SGW-40T型可弯曲刮板输送机运输能力为:

150T/h,链速:

0.86m/min。

(所用工具及机械设备见附表五)。

3)技术安全规定:

(1)输送机司机要站在偏离机头的安全地点,启动输送机时先发出信号(点动1~2次)发出开槽信号,稍停后再正式开动。

工作面停、开刮板输送机时有以下规定:

a.煤壁装药时不允许开槽。

b.放炮落煤时允许开槽。

c.放煤时允许开槽。

d.打眼时不允许开槽。

(2)刮板输送机司机必须经过培训,持证上岗。

(3)刮板输送机必须坚持使用综保和远距离操作。

(4)工作面开刮板输送机必须在护身挡掩护下操作,且能观察到工作面的位置处操作刮板输送机。

(5)刮板输送机司机要先检查电气设备的使用性能和安全性能,检查完毕后开动输送机,注意刮板输送机的转动情况,并负责清理机头、机尾附近5m内的浮煤和杂物。

电机、减速机严禁被煤淤掩埋。

(6)本班出现的机电事故应积极处理,刮板输送机司机要坚持井下交接班制度,设备上的煤尘应班班清理,安全口的浮煤要清扫干净,保证畅通无阻。

(7)工作面刮板输送机机头距大梁距离不得低于500mm。

(8)8点班机电维修工要对机电设备进行检修和保养,及时增添油脂,确保电气设备完好,符合防爆标准,现场备有足够的常用易损配件。

(9)机电设备护罩齐全,电缆悬挂整齐,不准用铁丝吊挂。

(10)闲置设备和材料要放在距安全出口50m以外的宽敞地方。

电气设备上方有淋水时,要有防水设施。

(11)各班无论延长或缩短刮板输送机,在解开链子之前,上链与底链必须予以固定,严防链子下滑伤人。

(12)多台运输设备连续运行,应按逆煤流方向逐台开动,按顺煤流方向逐台停止。

(13)工作面进行推移刮板输送机前,必须点动输送机三次,通

知工作面人员,在确认无问题时方可推移刮板输送机。

(14)工作面电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,切断电源,撤出人员进行处理(摘自《煤矿安全规程》第一百三十八条)。

(15)不准用输送机运送其它物料,特殊情况下须编制专项措施。

二、运料系统:

1)运料路线:

副井→井底车场→-575运输大巷→-575运输主巷→13运输机上山→1307回风联络巷→1307上顺槽

详见附图六。

2)材料管理:

工作面所用材料及设备应全部分类、码放在距上安全口50m以外的宽敞地点。

要求码放整齐,并挂牌管理,材料不足需及时补充。

3)技术安全规定:

(1)菱形网规格为1.6m×1.0m。

运输途中不得撞损、弯折。

(2)当使用背木时,直径不得小于50mm;板梁厚度不得小于150mm;红松圆木小头直径不得小于160mm。

(3)当备用电气设备或物料上方有淋水时,必须采取遮盖或另选存放地点的方法处理。

三、防尘系统:

1)供水灭尘系统见附图七。

2)防尘设施及措施:

工作面上顺槽清水管路采用2寸钢管,从1105岩中巷清水管路上引入,延接到工作面上顺槽。

下顺槽清水管路采用2寸钢管,从13运输机上山清水管路上引入,延接到工作面下顺槽,然后采用软胶管连接到施工用水地点。

工作面消防管路按规定要求每50m设置一个三通阀门,皮带机头设三通安全阀门。

防尘措施:

(1)工作面投产前必须将洒水灭尘管路敷设到上下顺槽、工作面及各转载点,必须按规定安设喷雾防尘装置,并保证正常使用。

(2)水幕安装地点:

回采工作面上、下顺槽以里50m,安全出口以外20---50m范围内必须各安设两道水幕。

要求水幕覆盖巷道全断面,雾化良好,灵敏可靠,水压不低于0.4MPa,设施在生产期间必须正常使用。

工作面投产前,由通风区负责在上下顺槽按《规程》规定配齐挂好隔爆水袋,且水量充满水袋(200L/m2),隔爆水袋位置在上下安全口以外50--200m范围内按设,吊挂要符合《安全规程》要求。

施工单位负责隔爆水袋的管理和日常维护。

(3)坚持放炮前后洒水。

工作面要有洒水灭尘装置。

如果工作面煤体比较湿,适当减少洒水量。

煤壁注水要指派专人负责。

(4)施工单位要对上、下顺槽经常清理维护,保证通风断面不低于设计断面的80%,确保风速符合《规程》要求。

(5)距工作面20m以内的巷道,要求施工单位班班冲洗煤尘,并清除堆积浮煤。

20m以外的巷道冲洗煤尘周期定为每天不少于一次。

(6)放炮前后要分别冲洗一次煤壁、顶板、并浇湿底板和落煤。

在出煤过程中,边出煤边洒水。

(9)通风区负责按规定进行粉尘测定工作,对井下每个测点的粉尘浓度每月测定两次,煤尘分散度每半年测定一次。

粉尘中的二氧化硅含量每半年测定一次,并按规定向各级领导提供测尘结果报告。

(10)严格执行煤壁注水防尘措施:

工作面

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