山西安泽玉华煤业1104回采工作面作业规程.docx

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山西安泽玉华煤业1104回采工作面作业规程

山西安泽玉华煤业1104回采工作面作业规程

山西安泽玉华煤业1104回采工作面作业规程

工作面名称:

1104工作面

编制人:

黄正彦

施工负责人:

李洪杰

总工程师:

许金洲

回采主管:

陈玉富

2010年2月10日

会审人员签字

矿长:

年月日

总工程师:

年月日

生产矿长:

年月日

安全矿长:

年月日

安检部:

年月日

生产部:

年月日

机电工区:

年月[换行]日

通风工区:

年月日

采煤工区:

年月日

1、薄煤层开采施工,工人的挂梁穿枇子时,一定要拿稳,防止掉到溜子里打支杆,造成不必要的人身伤害。

2、由于工作面回风隅角瓦斯高,割煤时使用好煤机的内外喷雾,确保雾化状况好。

下隅角要及时回料,防止瓦斯积聚。

3、两顺槽使用好净化水幕,确保能覆盖全断面。

4、采煤机司机、维护员等专门的工种必须进行专门的培训,考试合格,各工种必须持证上岗,正规作业。

5、在工作面生产前必须将作业规程内容传达到每一位职工,并经考试合格后方可上班工作。

6、各工种到达工作地点必须严格执行“先检查后工作”、“敲帮问顶”制度,发现隐患必须及时处理,否则不得生产。

目录

第一章地质资料及矿压观测资料………………………4

第二章采煤方法及回采工艺……………………………6

第三章循环作业、劳动组织、主要经济技术指标……11

第四章主要生产系统………………………………12

第五章主要安全技术措施…………………………18

第六章煤质管理技术措施……………………………30

第七章避灾路线………………………………………30[换行]二、井田概况

交通位置

安泽玉华煤业有限公司位于安泽县北部唐城镇北三交村内,距安(泽)——第(川)公路7.0公里,距安泽县55公里,距沁水县50公里,交通十分便利。

地形、地势及水系

该井田位于沁水煤田西部边缘,沁水河与汾河分水岭以东,在井田范围内地形南部最高1424m,北部最低1135m,相对高差289m,区内“V”型沟发育。

水源电源情况

本矿生活用水取自矿区地面泉水,经化验水质优良。

供电电源一路来自亢驿变电站,另一路来自东湾110KW变电站,电压等级10KV,10KV下井,供电条件良好、可靠。

通风情况、

本矿采用机械通风,主、副井进风,风井回风,井下形成了完善、独立的通风系统。

主要通风机为FBCDZN026电机功率315*2KW:

备用通风机为FBCDZ026型,电机功率315*2KW。

地质情况

地质构造

井田为单斜构造,倾向东南,煤(岩)层倾角4°--8°,井田范围内已发现断层、陷落柱等构造。

煤层特征

1#与2#煤层均为稳定可采煤层,1#煤平均厚1.1m,2#煤平均厚2.0m,1#与2#煤层间距约为12m。

1#与2#煤层的直接顶板为泥岩或沙质泥岩,厚度1.5m;老顶为中粒厚状长石英砂岩,厚度7.5m。

煤层底板为炭质泥岩、砂质泥岩、细砂岩。

瓦斯、煤层及自然情况、

该井田相对瓦斯涌出量为7.49m3/t。

属低瓦斯矿井。

据地质报告,1#与2#煤属于有煤尘爆炸危险性煤层,鉴定为自燃煤层。

水文地质

井田内水文地质条件简单,1#与2#煤层直接充水含水层为裂隙含水层类,进水方式为直接进水型,初步测定矿井正常涌水量为5m3/h(0.083m3/min);最大涌水量为10m3/h(0.16m3/min)。

第二章采煤方法和回采工艺

一、采煤方法:

1、采煤方法的选择:

本工作面为1104工作面,该面回采后对地面建筑物及山体有一定影响。

工作面运输顺槽长680m,回风顺槽长680m,切眼长110m。

根据采区设计、地质条件以及现有的设备、技术条件为依据,工作面采用走向长壁后退式高档普采方式采煤。

2、采高的确定:

该面煤层厚度为1.0~1.4m,平均采高1.2米。

二、回采工艺:

1、工作面采用MG132/310-BW采煤机机械落煤。

上端口做煤机窝,采用爆破方式落煤。

用1.4m麻花钎子,水打眼机具打眼,使用瞬发电雷管,矿用硝铵炸药爆破落煤。

2、三花眼布置:

底眼间距1.0m,顶眼间距1.0m,眼深1.4m,用水炮泥和黄泥封孔。

3、爆破说明书:

(1)炮眼布置:

三花眼(见附图)

(2)火工品材料消耗表(按平均机窝长计算)表三

4、装煤方法:

利用采煤机滚筒弧形挡煤板装煤及人工清理浮煤。

5、运煤:

通过进风顺槽铺设的刮板输送机和支架皮带机运煤。

6、工作面支护

支护设计:

按工作面8倍采高顶板岩性分析及支护控制方案,工作面8倍采高的顶板压力强度P=8×H×r=8×1.2×2.4=23.04T/m2(H为采高,r为顶板岩石的平均容重),支柱额定工作阻力为245kN(合25T),则需要的最小支护密度为n=23.04/25=0.92柱/m2。

工作面支护走向排距为1.2m,倾斜棚距为0.6m则支护密[换行]度为:

1÷(1.2×0.6)≈1.39柱/m2﹥1.536柱/m2。

工作面机窝采用单体配合长钢梁支护顶板,走向排距为1.2m,倾斜棚距中-中为0.6m,则支护密度为:

1÷(1.2×0.6)≈1.39柱/m2﹥1.536柱/m2。

大于8倍采高顶板压力强度所需要的1.536柱/m2,因此,所选择的走向排距和倾斜棚距合理。

7、工作面基本支护

(1)工作面选用液压单体支柱配合金属铰接顶梁支护顶板,支柱初撑力≥90kN。

当工作面顶板因断层影响破碎时,必须在原棚档之间套用π刚梁配合单体支护顶板,但不得改变原支柱棚距。

煤机割过煤后,及时向前窜π刚梁,和面内原支护配套支护顶板。

走向排距中—中1.2m(±0.1m),倾斜棚距中—中为0.6m(±0.05m)。

(2)工作面端头做煤机窝,端头用长3.6m的长钢梁配合相应高度单体成对棚支护顶板,按倾斜方向扶8棚排距柱距跟工作面相同。

支柱的初撑力不得低于90kN。

煤机窝按倾斜方向扶8棚。

端头支护要超前工作面煤壁1.2m,第一棚与巷道支护间距不得大于0.5m。

若超过必须及时扶棚加强支护。

(3)支护工具

①使用注液枪升柱;

②卸载把降柱。

卸载把必须带留绳,留绳长度不小1.5m。

工作面每个现场组配备一长把工具,其长度为1.5m。

8、特殊支护

﹙1﹚工作面采空区悬顶超过2×5㎡时,沿工作面切顶排增打丛柱,丛柱为一梁两柱。

﹙2﹚端头支护

工作面端头用长3.6m的长钢梁配合相应高度单体成对棚支护顶板,机头机窝按倾斜方向扶8棚。

﹙3﹚进风顺槽和回风顺槽超前支护

两顺槽超前支护用铰接顶梁配合单体液压支柱扶双排架棚支护顶板,长度不得小于40m,高度不得低于1.6m。

上下隅角锚网要采取退锚措施,退锚要在超前支护棚子保护下进行,严禁空顶作业。

悬顶超过2×5㎡时要在切断线加打丛柱,丛柱的梁子沿走向放置,三梁三柱。

9、备用支护材料

工作面料场备有枇子不少于300块,2.0m单体液压支柱不少于20根,1.8m单体液压支柱不少于10根,1.4m、1.6m单体液压支柱不少于10根,双楔梁不少于5根,金属铰接顶梁不少于100根。

存放在工作面回风顺槽料场内,分类码放整齐。

10、支护操作顺序与要求:

(1)端头支护:

放炮后,人员到煤壁区作业前要严格执行敲帮问顶制度,先用铲子掏一个窝,在新暴露顶板走向长度的中间打上点柱,点柱的柱距为1.2m,点柱的顶端用面同样规格的枇子作帽,点柱打好后及时窜长钢梁支护顶板,梁上每棚均匀穿好3块枇子,梁子窜好后,打齐单体支柱,扶成“丁”字棚支护,攉尽工作面输送机前面浮煤。

工作面端头第一棚与巷道支护间间距不得大于0.5m,端头支柱初撑力≥90kN。

(2)工作面支护

工作面采用液压单体支柱配合交接顶梁错梁直线柱,布置支护顶板,三、四档管理,柱距中—中0.6m,排距中—中1.2m,最大控顶距5.4m,最小控顶距4.2m,相邻两棚梁头之间错距0.6m。

11、液压单体支柱管理

(1)液压单体支柱在下井前,应在地面棵棵试压达到完好要求,方可下井使用,损坏、失效及不完好的支柱、铰接梁及水平楔要及时更换,不更换不得继续使用。

(2)工区要配备铁管人员进行现场交接班,铁管员在回料前点清数交现场组人员。

回完料后要复数,发现少数要及时查找并汇报当班班长,至查明原因为止。

(3)工作面上及两道支柱、顶梁必须编号管理,及时补充更换坏料,换出的坏料要码放整齐,及时回收,不得大量堆积坏料。

三、顶板管理

1、顶板管理方法:

采用全部垮落法。

2、工作面最大控顶距5.4m,最小控顶距4.2m,放顶步距1.2m。

采用3-4档管理顶板。

3、正常放顶期间顶板管理

(1)正常放顶期间,工作面实行全承载支护,工作面内老塘悬顶面积超过2×5㎡,在工作面切顶线处增打一组丛柱,丛柱为一梁两柱,每组为两梁四柱。

(2)工作面柱距均匀,接实顶板,支柱的初撑力不低于90kN。

四、回采工艺

1、工作面采用MG132/310-BW采煤机割煤,端头爆破落煤做缺口直接进刀,双向割煤,工艺过程为:

采煤机割煤→挂梁、支设临时支柱→移溜→打正规支柱→回料、整理。

沿工作面全长完成上述全部工序,即完成一个循环。

煤机从工作面端头进刀割煤,煤机割[换行]煤过后,及时在煤帮挂梁支护顶板,并且在煤壁每隔1.5m,用单体配合半圆木打戴帽临时点柱,等煤机返回时方可拆除。

煤机返刀过后及时将刮板输送机向前顶移0.6m,然后在运输机后挂梁支设单体支柱,煤机割煤至工作面端头后,开始反向割煤,直至割完一刀炭;如此工序来回割煤2刀完成一个正规循环。

五、采煤方法

1、采煤机的进刀方式。

端头进刀:

采煤机的进刀采用端部爆破落煤做缺口直接进刀的方式,进刀深度0.6m。

具体操作如下:

⑴煤机下行割煤至溜尾进入煤机窝时,将运输机向前顶移0.6m,上滚筒上升沿顶,下滚筒下降沿底,调整煤机自带的弧形挡煤板方向装煤。

⑵采煤机上行割煤,直至割透机头煤壁。

将滚筒的上下位置调换和挡煤板的位置,并按要求推移刮板运输机至平直状态。

2、采煤机的正常切割。

正常割煤长度为110m,采煤机以0-4m/min的速度向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。

采煤机正常割煤时采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

3、工作面割煤及采煤机牵引方式。

工作面采用双向割煤,采煤机牵引方式为摆线轮—销轨无链牵引、交流变频调速。

六、主要工序

1、割煤:

采煤机在端部进刀后,向上正常切割,割透端头后调整滚筒和弧形挡煤板位置向下正常切割,截深0.6m。

2、割过煤后距采煤机后滚筒6-9m开始正式移运输机打柱。

如遇顶板破碎或煤壁有片帮必须进行超前挂梁护顶。

当移运输机速度跟不上采煤机速度时,采煤机要停机等候,待移运输机跟上时方可再开机割煤。

3、推移刮板输送机:

刮板输送机采用液压支柱推移输送机,推移步距为0.6m,推移刮板输送机时,要在输送机正常运转的情况下进行,但推移机头、机尾时必须停机闭锁进行。

推移机头、机尾时,要调低刮板输送机电机支撑底座高度,保证端头支护双楔梁与输送机机头、机尾之间的空间不低于0.2m。

推移刮板输送机距采煤机后滚筒距离不小于12m、不大于30m,同时要保持推移刮板输送机的弯曲长度不小于15m,输送机弯曲度不得超过5°,严禁出现急弯。

推移后的刮板输送机要达到平、直、稳的要求。

推移输送机时自上(下)向下(上)依次推移,严禁从两端向中间推移。

4、清煤:

推移过刮板输送机后,人工清理切断线与刮板输送机之间的浮煤,要将浮煤清理至刮板输送机上,将矸石清到采空区。

第三章循环作业、劳动组织、主要经济技术指标

一、循环作业方式

(一)循环方式:

采用正规循环作业,煤机割煤两刀为一个正规循环,循环进度为1.2m,一日二个正规循环。

(二)作业方式:

均采用“两采一准”的作业方式,即中、夜班生产、早班检修。

(三)循环作业图表:

(见附表)

二、劳动组织

(一)劳动组织形式:

采用专业与综合作业相结合的方式。

第四章主要生产系统

一、运输系统

运料系统:

回风顺槽从里向外共装设2部11.4kw电绞,长度分别为30m、35m。

运料路线为:

地面→副井→一采区轨道巷→1104回风顺槽→工作面。

二、运煤系统

(1)、运煤系统:

工作面切眼使用SGZ-630/150型刮板运输机运输,运输顺槽从里向外共装设1部运输机,分别为SGZ-630/40T型刮板运输机分别长60m;SPJ800/30皮带运输机,长50m.运输道最外面的一部SGZ-630/40T型刮板运输机长45m。

运煤路线:

1104工作面→1104进风顺槽→主要运输巷→煤仓→主井→地面

(2)供电系统】

(3)、供电措施

⑴工作面所有电气设备必须选用矿用防爆型及具有“MA”标志的产品,下井前应经过严格检查验收合格后,方可下井使用。

⑵所有电缆必须选用阻燃橡套电缆,电缆吊挂整齐规范,接线必须做到无鸡爪子、羊尾巴、明接头、无破皮漏电现象。

⑶所有电器设备防爆性能良好,杜绝电器设备失爆,严禁带电搬迁挪移电气设备,设备完好率100%。

⑷采煤工作面配电点及煤电钻综保应安装合格的局部接地极,煤电钻综保每班试验一次,确保动作灵敏、可靠。

⑸各防爆开关整定值正确且动作灵敏可靠,严禁使用铁、铜、铝等金属丝勾保险。

&n[换行]bsp;⑹未经机厂有关技术人员同意不得擅自增减负荷。

⑺井下机电检修人员必须经过培训考试合格,现场作业持证上岗。

非专职人员不得检修,操作电气设备。

⑻检漏保护装置应动作灵敏可靠,严禁甩掉不用,每天试验一次,发现问题及时处理。

⑼坚持维修制度,做到班班检查维修,设备挂牌,包机到人,确保安全生产。

⑽严禁带电处理故障,在处理故障前,应将前级开关停电闭锁。

严格执行停电必须有专人看护,谁停电谁送电的停送电制度,并悬挂“有人工作,禁止送电”的警示牌。

⑾低压供电维护与检修安全技术措施:

①负责人必须熟悉现场情况,施工前要详细分工,做到不安全不工作,严格按煤矿安全规程和作业规程操作,每班开始作业前,对煤电钻综合保护装置和照明信号综保装置进行一次跳闸试验,严禁甩掉漏电保护或综合保护运行。

②施工前先检查后工作,设专人停送电,严禁约时停送电,专人监护专人工作,停电后应悬挂“有人工作,禁止送电”的警示牌;工作人员必须持证上岗。

③在检修、运输和移动机械设备前,要注意观察工作地点周围环境和顶板支护情况,保证人身安全。

需要棚架起吊和用棚腿拉移设备时,应检查和加固支架,防止倒棚伤人和损坏设备。

④排除有威胁人身安全的机械故障或按规程规定需要监护的工作时,不得少于两人。

⑤所有电气设备、电缆和电线。

在检修检查或搬移前,必须首先切断设备的电源,严禁带电作业、带电搬运和约时送电。

⑥电气设备停电检修检查时,必须将开关闭锁,挂上“有人工作、禁止送电”的警示牌,无人值班的地方必须派专人看管好停电的开关。

应检查其巷道风流中的瓦斯浓度,超过1%时严禁工作。

⑦当要对低压电气设备中接近电源的部分进行操作检查时,应断开上一级的开关,并对本台电气设备电源部分进行验电,确认无电后方可进行操作。

⑧电气设备停电后,开始工作前,必须用与供电电压相符的测电笔进行测试,确认无电压后进行放电,放电完毕后开始工作。

⑨井下供电系统发生故障后,必须查明原因,找出故障点。

排除故障后方可送电。

禁止强行送电或用强送电的方法查找故障。

⑩一台总开关向多台设备和多地点供电时,停电检修完毕,需要送电时,必须与所供范围内的其他工作人员联系好,确认所供范围内,无其他人员工作时,方准送电。

 

三、通风、防尘、瓦斯、防灭火

(一)、通风系统

[换行]通风路线:

新鲜风流→主井运输大巷及付井大巷→1104联络巷→1104进风巷→1104面→1104回风巷及1104尾巷→1煤回风巷→风井→地面。

采煤工作面的需要风量

(1)、采煤工作面按气候条件确定需要风量

Q采1=Q基本×k采高×K采面长×K温(m3/min)

式种:

Q采-采煤工作面的需要风量,

Q基本-不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/min;

K采高-采煤工作面采高调整系数,(采高1.4表1、采高1.4系数取1;

K采面长-采煤工作面倾斜长度调整系数,(倾斜长度90查表、倾斜长度小于100米)取1.0;

K温-采煤工作面温度与对应风速调整系数,(查表、温度150~170)取1;

Q基本=60×V采×S采mas×70%(m3/min)

式中:

V采1采煤工作面适宜风速,取V采1≥1m/s;

S采mas采煤工作面最大控顶距时净断面积,m2;

S采mas采煤工作面最大控顶距×工作面实际采高-运输机、支柱、梁子等所占的面积,m2;

Q基本-工作面控顶距4.8m,工作面实际采高1.4m工作面有效断面70%,适宜风速(取V采1≥1m/s);

Q基本=60×1×4.8×1.4×0.7=282.24(m3/min)

Q采1=282.24×1×1×1=282.24(m3/min)

(2)按瓦斯(或二氧化碳)涌出量

Q采2=100×q采CH4×k采CH4(m3/min)

q采CH4=3.84

K采-最高瓦斯涌出量5.28,平均瓦斯涌出量取3.84;

K采CH4-瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.375;

Q采2=100×3.84×1.375=528(m3/min)

(3)按采煤工作面温度选择适宜的风速计算需要风量:

Q采3=60×V采3×S采平均

式中:

V采3-采煤工作面风速,(温度15~170,风速取1.0m/s)

Q采3=60×1×4.7=282.24(m3/min)

(4)、按采煤工作面同时作业人数计算需要风量

每人供风≮4m3/min,

Q采4>4N

N-同时作业人数60人,

Q采4=4×60=240(m3/min)

(5)按采煤工作面风速进行验算

15S采平均<Q采<240S采平均

15×4.7=70.5(m3/min)240×4.7=1128(m3/min)

70.5<Q采<1128

根据以上风量计算,确定该工作面配风不低于528m3/min,在以后的开采过程中,如工作面温度有所升高,或有毒有害气体浓度增大,则及时补充措施,调整风量达到生产需要。

(二)、通风管理

(1)、为该工作面服务的通风设施必须保持完好,两道风门装好连锁装置,两道风门不能同时打开,以保证通风系统稳定可靠。

(2)、工作面刮板输送机道、回风顺槽必须保证足够的通风断面,两道由于底鼓来压造成巷道通风断面缩小,必须[换行]及时卧底清理,以扩大通风断面,确保工作面风量满足要求。

(3)、主扇风机停风时,采煤面所有人员迅速撤离上井,撤离前及时切断两道及工作面内电源,并汇报调度室。

恢复通风后必须安排瓦斯员先进入工作面内检查瓦斯含量,经过处理确认瓦斯浓度和其他有毒有害气体符合规定后,其他人员方可入内工作。

四、防治瓦斯

1、严格执行瓦斯管理规定,认真落实各项瓦斯检查制度。

瓦斯检查员必须现场交接班,每班检查不得低于3次,发现异常及时汇报进行处理。

2、工作面回风隅角应超前一档进行回料,不得滞后采空区切顶线。

3、工作面两道如发现高冒区必须立即采取针对措施进行处理,以防止高冒内积聚瓦斯。

4、瓦斯员严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度,放炮地点20m范围内瓦斯浓度达到1%及以上时严禁放炮,工作面或回风流中瓦斯浓度超过1%应立即停止作业,风流中瓦斯浓度超过1.5%必需立即停止作业并撤离人员,处理好后再进行作业。

5、跟班区长、班长、放炮员、机电维护人员、瓦斯检查人员等必须佩带瓦斯检查仪。

6、工作面上、下隅角风障要保持完好,任何人员不得随意移动风障,由采煤工区现场人员负责挂好,现场瓦斯员负责监督。

7、回采期间要使用好瓦斯抽放,要有专人进行定期检修,检查气密性,并对抽放管路定期放水。

8、本面采用尾巷和采空区抽放排放瓦斯,在进入尾巷进行检查维修抽放系统时,一定要在尾巷内瓦斯浓度在1.5%以下时进入,平时严禁进入尾巷。

9、尾巷进人,必须要有瓦斯检查人员现场检查瓦斯,尾巷平常要有人员进行维护,保证巷道畅通。

五、防治煤尘:

1、工作面两道安设1.5寸防尘管路,每50m安装一个三通,并安设瓦笼。

2、各运输机转载点落差不超过0.5m,每一部运输机头必须安设喷雾装置,要求喷雾灵敏可靠,能正常使用,安装好后交采煤工区负责管理使用。

3、在工作面出口外20m范围内安设一道净化水幕,并保持完好。

4、工作面内放炮必须使用水炮泥,并严格执行放炮前、后洒水制度。

打眼必须湿式打眼,严禁干打眼或干打外喷。

5、工作面内安装五分主干高压软管,每10m接一个三分防尘喷头。

所有防尘设施安装好经验收合格后,全部交使用单位,由其负责保管使用,损坏赔偿。

6、工作面两道严禁存在煤尘堆积及煤尘飞扬现象,回采工区安排专人负责两道正常冲尘工作,并负责两道防尘管路的掐接及维修。

7、在两道距工作面60~200m范围内,必须安装隔爆水棚,要求按巷道断面安装足够数量的水棚,并及时维修加水,确保完好。

8、煤机内外喷雾一定要保证其正常使用。

六、防灭火

1、防灭火系统采用防尘系统。

2、在工作面两道各配备不少于2台灭火器。

&n[换行]bsp;加强机电设备的防爆管理,杜绝失爆现象。

4、自燃发火的预测预报

(1)定期对工作面进行CO及温度检查,发现CO及温度超限应立即汇报并采取措施进行处理。

(2)工作面结束后,两道应在规定时间内砌墙封闭。

5、矿井安全监控系统管理规定

(1)、使用矿井安全监控系统、当瓦斯浓度超过规定而切断电气设备的电源后,严禁自动复电,只有当瓦斯浓度降到《煤矿安全规程》规定以下时,方可人工复电。

安全监控设备必须具有闭锁功能:

当与闭锁有关的监控设备未投入运行或故障时,必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁;当与闭锁有关的监控设备工作正常并稳定运行后,自动解锁。

(2)、安装煤矿监控系统,中心站设在矿调度室,分站设在工作面联络巷进风侧。

瓦斯超限报警断电装置,其报警值为≥1%,断电值为≥1%,,复电值<1%,传感器设在距工作面10m范围内支护良好没有淋水的地方。

距顶板不大于0.3m距帮不小于0.2m。

中心站→分站→传感器连接的电缆敷设巷道一侧距高压电缆0.5m,距信号线0.1m。

中心站、分站、传感器要求及时调试维修,确保其工作正常,断电范围为工作面及回风顺槽回风内一切非本质安全型电气设备。

3、任何传感器在入井前均应按照使用说明书进行调校标定,通电运行24小时,准确无误后方可入井使用。

瓦斯传感器必须按规定周期进行调校,每7天必须使用校准气样和空气样调校瓦斯传感器一次,现场调校和拆装传感器时,必须事先向地面中心站和矿调度室汇报,对输出为电流信号的模拟量传感器,在拆装时应仔细小心,避免因线路漏电或短路而造成误报现象。

用校准气样在井下调校的传感器,应定期上井进行全面检修、校验,间隔时间一般不超过三个月。

4、分站、传感器、声光报警器、电源等由所在采区的区队长、班组长、瓦安员负责保管和使用,如有损坏应及时向矿调度室汇报。

对故意破坏、盗窃者要严肃处理。

安全监控发生故障时,先由瓦安员汇报调度室和通风监测值班员,并就地代替瓦斯传感器进行检查,故障应在6小时内修复,否则必须停产修复或更换。

5、瓦斯检查员每班至少3次,对管辖范围内传感器的数据进行校对和记录,对安全监测监控装置及电缆的外观进行检查,并将纪录和检查结果报通风调度室和监测值班员。

瓦安员将安全监测监控装置的工作和完好情况纳入现场交接班内容。

6、放炮员负责放炮前、后挪移瓦斯传感器、电缆,防止放炮崩坏传感器。

低浓度瓦斯传感器应经常擦拭,保持清洁,避免因积尘而影响测量准确性。

如除尘洒水淋湿传感器时,必须及时擦干。

维护或因施工挪移传感器时,应避免摔打碰撞。

7、断电功能试验应在工作面正常供电情况下进行,试验前应通知矿调度室,以便调度人员掌握现场情况。

中心站值班人

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