综采工作面拆除施工组织设计Word文档格式.docx

1、2.4 监测监控管理 52.5 防火管理 52.6 通风系统、监测监控系统及瓦斯、煤尘爆炸、火灾事故避灾路线示意图 5第三章 工作面拆除供电设计 83.1 供电设计说明 83.2 负荷计算 83.3 变压器选择 83.4 低压开关选择 93.5 工作面供电系统图（见附图） 93.6 低压供电线路计算 9第四章 工作面拆除期间运输系统设计 114.1 设备运输路线 114.2 设备运输方式 114.3 运输绞车的选型及计算 124.4、运输绞车与轨道的管理 16第五章 工作面设备拆除 205.1 拆除前准备工作 205.2 运、稳滑板及回绞 225.3 设备装车及外运 225.4 拆除煤机 23

2、5.5 拆除运输机、转载机 245.6 拆除支架 265.7 开关列车回收 29第六章 “特种”车辆运输技术安全措施 30第七章 主要技术安全措施 377.1 一般规定 377.2 起吊作业通用技术安全措施 377.3 轨道铺设及轨道整理技术安全措施 387.4 运、稳及回收回柱绞车技术安全措施 397.5 煤机、运输机、转载机拆除技术安全措施 407.6 拆除回收开关列车、电缆技术安全措施 407.7 拆除支架技术安全措施 417.8 工作面运输支架、运输机等设备技术安全措施 427.9 工作面及两道回料技术安全措施 427.10 -1025大巷组装硐室解体液压支架技术安全措施 437.11

3、 防冲技术安全措施 447.12 供电技术安全措施 467.13 副井罐笼提升支架技术安全措施 46第八章 施工劳动组织 498.1 作业方式 498.2 劳动组织 49第九章 避灾路线及应急预案 509.1 避灾路线 509.2 事故应急预案 50第一章 工作面拆除概况1.1 地质资料简介95210工作面位于-1025西一下山采区西翼，东翼为95211采空区，浅部为95208采空区，深部为9煤未采区，上覆75214采空区、75212局部未采区。工作面倾向斜长230m，该面整体角度不大，平均在5左右。直接顶为砂岩，厚3m，细中粒,多含黑色炭质及页岩条纹,层理发育,致密，含菱铁质条带，f=45；

4、老顶为砂岩，厚12.35m，细粒，以长石石英为主，富含棕褐色菱鉄质及炭纹，f=4；直接底为页岩，厚4.86m，灰黑色，致密，富含科达木等植物化石，f=3；老底为砂页岩，厚18.75m灰黑色砂页岩，含砂多且均匀，块状构造，局部具层理，f=4。该区域水文地质条件较简单，主要水害因素是9煤顶板砂岩裂隙水，无动水补给。回采期间局部构造裂隙发育部位会有不同程度淋水现象，预计最大水量5m3/h,正常水量12m3/h。1.2 矿压简介95210工作面回采期间矿压观测数据：项 目顶 底两 帮平均最大变形量mm/月24038090210变形速度mm/d812.67330根据煤科院北京开采所岩石力学实验室鉴定，庞

5、庄煤矿张小楼井1025 水平及以下7、9煤及其顶板有强冲击倾向性。1.3 拆除期间的工作面支护1、工作面扩大棚净宽3.0m，高2.6m，顶板采用锚、网、梁、索联合支护，煤帮采用锚、网、木托盘支护。2、顶板支护：扩棚后共打五排锚杆，锚杆规格：22mm、L=2400mm，左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，锚杆间排距750mm800mm，联合金属菱形网、钢筋梯形梁支护。3、加强支护：在第二、三排，第四、五排锚杆之间沿倾斜方向布置一组18.9mm、L5300mm锚索加强顶板支护，锚索间排距3000mm1600mm。4、煤壁采用玻璃钢锚杆配合金属网护帮，共三排。锚杆为20mm、L2000mm，锚杆间排距1000

6、mm1000mm。5、煤帮侧每30m施工一个躲避硐室，规格为：宽2.0m、深1.5m、高2.5m，跟顶板，锚网梁支护。6、工作面中部“东翼深部背斜” 斜穿该面，扩棚时根据情况采取加强支护措施。7、上下出口加强顶板管理。下出口23架扩棚时采用全锚索支护，上出口使用3.0m长20#槽钢配合锚索加强支护，确保顶板支护强度。8、拆除期间，所有支架伸缩梁及护帮板全面伸开，支护范围超过第二排锚杆，加强顶板支护质量。1.4 拆除方案概述1.4.1 工作面拆除主要设备及工作量：1、拆除ZY4800-17/38型液压支152架；2、拆除MG400/930-WD型无链牵引双滚筒采煤机1台；3、拆除SGZ-800/

7、1050型可弯曲刮板运输机1部；4、拆除SZZ800/250型桥式转载机1部；5、拆除移变KBSGZY-1600/6/3.45等开关列车1套；6、拆除SDJ150型伸缩式胶带输送机1部。1.4.2 设备拆除顺序：采煤机、工作面刮板输送机转载机皮带输送机液压支架，开关列车拆除可与面上拆除平行作业。1.4.3 设备运输路线：出溜子大件、溜槽、煤机、转载机、破碎机、回柱机、单体支柱、供电设备、皮带部件、液压支架等大件车运输路线：从95210皮带机道、切眼95210材料道-1166轨道石门-1166轨道二甩道-1166轨道下山-1025大巷副井地面机电工区大院。开关列车由从95210皮带机道外横管-1

8、166轨道石门-1166轨道二甩道-1166轨道下山-1025大巷副井地面机电工区大院。1.4.4 工作面拆除时所布置的主要设备：（1）-1166轨道石门（三角门处）JD-40kw电绞与材料道口JD-11.4kw电绞对拉，材料道口JD-40kw电绞与切眼上隅角JD-40kw电绞对拉用于材料道运输；切眼上出口向外回绞硐室安装一部JH-20T回绞用于滑板处拉运、装车（跟随滑板挪移）；工作面上出口硐室安装一部JH-30T回绞用于拉运刮板运输机、煤机、转载机等大件（拆除支架前期进入切眼中部）。拆除支架前期，在工作面上出口硐室安装一部25kw电绞、滑板前支架前安装一部25kw电绞，两部电绞对拉用于切眼内

9、运输；拆除支架后期，把工作面两部电绞拆除，将两部回绞退回到原硐室内用于拉运支架、装车。（2）拆除支架前期，滑板进入工作面100架左右。另在拆除迎头向后45m处安装一部JH-20T回绞用于迎头扒架子及拉运。（3）在-1166轨道石门95211材料道三角门处安装BRW250/20型临时泵1套（两泵一箱），供工作面拆除期间使用。第二章 通风通防系统设计2.1 通风系统1、根据拆除进展情况以及生产办安排，通防工区在-1166轨道石门95208材料道口外安装型号为FBD6/215KW局扇2台，一用一备。95210工作面拆除期间，采用全负压通风。为确保工作面风流畅通，施工单位在支架拆除过程中必须采取且行可

10、行的措施，支护好顶板，保证支架拆除过程中通风畅通。工作面风量低于计划风量时，及时开启局扇，封闭95210拆除工作面下出口。2、风量计算应按瓦斯、二氧化碳绝对涌出量和爆破后有害气体产生量以及工作面气温、风速和同时作业人数等规定分别进行计算，然后取其最大值。根据取大值原则平衡后（取值过程略），以生产期间工作面温度选择适宜的风速计算需要风量: （1）95210综采工作面回采需要风量为1124m3/min，95210工作面拆除期间的风量按95210正常回采所需风量的一半，为562m3/min。（2）考虑95210拆除工作面巷道压力大，变形后巷道断面缩小，风筒易刮坏，不易维护，容易造成风量不稳定，对通风

11、系统及防灭火工作不利，因此考虑95210拆除期间需预留风道，保证全负压通风期间风量不低于562m3/min，当全负压供风风量不能满足时，及时启用局扇供风，根据以上数据及我矿局扇选型受限的客观条件，采用FBD6/215KW的对旋风机,选用800mm胶质阻燃抗静电风筒，保证拆除工作面迎头风量不低于300m3/min。（3）工作面拆除支架期间，施工单位采取打连体木垛的方式加强对工作面下出口的支护，通防工区在95210工作面下出口处砌筑一道调节墙，合理调节工作面风量，并储备足够的备用料，以便能够根据实际情况及时采取措施进行封闭。3、通风设施及管理根据该地区通风系统分析，控制影响该面的通风设施主要有：九

12、煤回风立井外口挡风墙、95210工作面下出口调节墙、95212运输横管风门、95212外横管调节墙、95210皮带机道外段调节墙、95210皮带机道横管调节墙。以上通风设施对保证该面系统稳定极为重要，严禁任何人随意损坏或将两道风门同时打开，以防风流短路，威胁工作面安全。工作面拆除期间通过上述通风设施调整工作面风量。通防工区定期安排通风员测风，检查通风设施，发现问题及时处理汇报。4、通风路线全负压供风通风路线为：新大井主副井1025轨道大巷 1025西一人行下山-1166轨道石门95208材料道外段95210材料道95210拆除面95210皮带机道95212外横管95212运输横管95212回风

13、横管95213回风上山七煤增补回风道七煤区段回风道九煤回风道-880回风上山-1025回风上山-750总回风上山-400新总回风道地面风井。局扇供风通风路线为：新大井主副井1025轨道大巷 1025人行下山-1166轨道石门局扇95210拆除面95210材料道九煤回风立井七煤区段回风道九煤回风道-880回风上山-1025回风上山-750总回风上山 -400新总回风道地面风井。5、局部通风管理回收支架后期风量不能满足要求时，及时开启局扇供风，供风严格按照局扇管理规定执行。同时由使用单位设专人看管，保证其正常运行并每天正常切换，不得随意停开局扇，因工作需要停风机时，应有专门措施和报告，做到停风时及

14、时撤人，恢复送风时，先检查巷道内瓦斯情况，符合规程规定时方可送电供风。局扇供风时，必须保证风袋吊挂平直、无破口、无接头漏风、无死弯等现象，严格按照局部通风工作面进行管理，风袋出风口距施工地点不超过5m。施工单位必须保证确保架子、物料等不得挤压、刮碰风袋。2.2 防尘管理1、防尘供水路线（1）95210皮带机道：750总回风道蓄水池-1025轨道上山-880回风下山-1025轨道运输大巷-1025西一九煤回风下山-1166轨道石门95212运输横管95212外横管95210皮带机道。（2）95210材料道：750总回风道蓄水池-1025轨道上山-880回风下山-1025轨道运输大巷-1025西一

15、九煤回风下山-1166轨道石门95208材料道外段95210材料道95210拆除面。2、综合防尘：（1）风流净化水幕：在工作面拆除地点设一道风流净化水幕，水幕要求雾化好，灵敏可靠，能覆盖全断面，施工单位要指定专人管理，正常使用。（2）拆除支架前对周围20m范围内每班至少冲洗一次，每次回架时对架后的采空区进行洒水防尘，减少煤尘飞扬。（3）在95210工作面拆除期间，施工单位定期对两道及工作面进行防尘冲洗，杜绝煤尘堆积或飞扬。2.3 瓦斯管理1、严格瓦斯检查，瓦斯检查员持证上岗。设专职瓦斯检查员对该面每班巡回检查不少于三次，收作时具体检查瓦斯点位置为：进风流、回风流、回风隅角、拆除支架施工地点，严

16、禁空班、漏检、假检。2、拆除地点任一区域瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时, 必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。3、拆除面采用局扇供风时，若工作面隅角及回风流瓦斯偏高，则在-1166轨道石门95208材料道口外再安装型号为FBD6/215KW局扇2台，一用一备，选用800mm胶质阻燃抗静电风筒，风袋接到工作面回风隅角处，保证拆除工作面迎头风量不低于600 m3/min。2.4 监测监控管理工作面拆除期间原KJ335瓦斯监测系统，删除回风隅角和工作面瓦斯传感器，工作面回风流设置瓦斯和一氧化碳传感器使用，设备检修及校验仍以原工作面安装使用安全技术措施为据；工作面封闭期间及时

17、将该系统回收。2.5 防火管理1、工作面两道必须保证支护质量，失修巷道必须及时修护，以免因出现高冒而引起自然发火。回采期间发生的高冒点，由施工单位技术负责人现场标记，并将高冒情况登记成表，一周内送达通防工区、安全、调度部门。2、高冒超过2m或空洞体积超过6m3的高冒，必须由采煤单位立即用不燃材料充填密实，同时加强对工作面两道高冒的检查，工作面回采到高冒点处时要采取有效的防灭火措施。3、高冒区观察孔由通防工区点眼，生产技术部安排打眼，以便防灭火观测。4、工作面拆除期间加强对95210皮带机道沿空留巷处充填体检查，发现漏风，及时采取措施堵漏。5、该面收作期间如有发火疑点必须取气样进行分析，防止老塘

18、遗煤自燃。6、工作面回风流每周检查气体一次，发现问题及时处理，并向有关单位和领导汇报，任何地点一氧化炭浓度不得超过0.0024。7、确保电气设备完好，杜绝电气设备失爆现象，施工地点严格按标准要求配备足够数量的防灭火器材，且保证性能可靠。8、任何人不得随意关闭、拆除、挪用防尘管路、消防管路及供水瓦笼。如确需使用，由施工单位应提出书面申请，报矿技术负责人批准后方可执行。9、工作面收作结束后，通防工区必须及时进行永久封闭。10、砌筑的火墙要留设三孔（观察孔、注浆孔、反水孔），砌墙时由一人用长把工具（不小于2 m）撕帮找顶， 一人观察顶板其他人撤出。找顶前和砌墙前必须要进行瓦斯检查，如瓦斯超限必须将瓦

19、斯处理到规定浓度以下方可工作。墙外独头不得超过3m。砌墙工作完毕后在墙外要设置栅栏，揭示警标。11、查火员每周检查墙内外的气体、温度等情况，并做好记录，发现异常情况及时补充措施进行处理。12、防灭火系统和防尘系统合用，出现火情时，直接用防尘系统水灭火。13、任何人员发现该区域各地点有自燃征兆、温度异常或明火，必须立即向井调度室汇报，以便及时采取措施，回风流中出现一氧化碳并有明显升高趋势时由救护队员派人三班监护，防止发生自燃中毒或窒息事故。2.6 通风系统及瓦斯、煤尘爆炸、火灾事故避灾路线示意图1、95210拆除工作面全负压供风通风系统及瓦斯、煤尘爆炸、火灾事故避灾路线示意图。2、95210拆除

20、工作面局扇供风通风系统及瓦斯、煤尘爆炸、火灾事故避灾路线示意图。第三章 工作面拆除供电设计3.1 供电设计说明 95210综采面拆除期间，用电设备总负荷为351.4KW，其中：动力设备负荷329.4KW，主要负荷为电绞、回绞及乳化泵，最大负荷为45KW，由-1117新变电所内一台KBSG-500/0.66干变进行供电，电缆路径为：-1117新变电所-1166轨道石门95210材料道95210切眼；95210材料道主风机（22KW）电源来自-1117新变电所内一台KBSG-315/0.66干变，电缆路径为：-1117新变电所-1166轨道石门95210材料道外横管风机处。3.2 负荷计算电气设备

21、统计数据如下表：设备名称额定功率（KW）额定电流（A）起动电流数量（台）总功率电绞11.428.8172.51252504046276120乳化泵3742.6255.3回柱机4551831052225.3151.844风机合计12351.4注：上表中设备的额定电流和起动电流是近似数值，（电压等级为660V的电器设备按额定电流等于功率数乘以1.15倍；起动电流等于额定电流乘以6）。3.3 变压器选择 （1）基本计算公式 Sb=KxPe/cos 式中：Sb-变压器的计算容量，KVA； Kx-需用系数； Pe-所有设备的额定功率之和，KW； cos-加权平均功率因数。（2）变压器容量的确定Y-1#变

22、压器（660V）：Pe=514.4KW，（外围负荷185KW，Pm=150KW）取Kx=0.5,cos=0.7，Sb=KxPe/cos=0.5503/0.70=367.4KVA，故选用KBSG-500移变满足要求。Y-2#变压器（660V）：Pe=82KW，Pm=30KW，取Kx=1.0,cos=0.7，Sb=KxPe/cos=1.082/0.70=117.1KVA，故选用KBSG-315移变满足要求。3.4 低压开关选型1、供电线路的工作电压为660V，所选低压开关额定电压为660V等级。2、开关的额定电流按电气设备长期工作电流确定。3、低压馈电开关选用KBZ系列真空馈电。4、114KW电绞

23、、37KW乳化泵站、22KW风机开关选用QJZ8-80型真空起动器。5、25KW、40KW电绞及22KW、45KW回绞选用QJZ8-80N型真空起动器。6、信号、照明及可视探头电源开关均选用ZBZ-4型综合保护装置。3.5 根据设备负荷情况及变压器选择结果，绘制95210综采面拆除期间供电系统图（见后附图）。3.6 低压线路的计算3.6.1短路电流计算根据煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则进行供电线路短路电流的计算，先将电缆截面一律换算成50mm2，得到相应的电缆折算长度，再根据电缆折算长度，查煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则中相应变压器的短路电流表，得到各短路点的两相短路电流。3.

24、6.2开关电流整定及灵敏度校验：根据煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则进行低压馈电开关及起动器的过流保护整定和灵敏系数校验，相关计算公式如下:Ie1.15Pe（660V） IQe6Ie IzIe（起动器） IzIQe+KxIe（馈电开关）K=Id（2）/IZ1.5（馈电开关）K=Id（2）/8IZ1.2（起动器）3.6.3低压线路的计算结果如下表序号设备型号负荷名称容量整定值短路点电缆折长（m）短路电流灵敏系数KBZ-630总馈514.41600d128.07849K=0.611.2KBZ-500分馈329.4650d2210.53022K=0.58KBZ-400600d3818.9891

25、K=1.491.54QJZ8-80N电绞（1）d4235.72758K=7.665QJZ8-80电绞（2）15d5294.12288K=19.076电绞（3）d6295.62278K=6.337回绞（1）55d7441.61593K=3.62电绞（5）d8451.11562K=6.519电绞（4）d9460.71532K=4.2610电绞（6）d10575.31246K=5.1911回绞（2）d11766.3950K=4.75回绞（3）d12842.7867K=4.341342d13261.62528K=7.5214副风机d14264.42506K=12.5382400d1529.95193K

26、=12.9816300d16413.51591K=5.317250d17416.3158218主风机36d18440.01510K=5.24第四章 工作面拆除期间运输系统设计4.1 设备运输路线 1、出溜子大件、溜槽、煤机、转载机、液压支架、单体支柱、皮带机部件、胶带、供电设备、轨道、回柱机、电绞等大件车运输路线：从95210切眼95210材料道95210材料道横管-1166轨道石门-1166轨道上山-1025大巷副井机电工区大院。2、切眼进平板车、叉车、车皮及电绞、轨道等大件车运输路线：从副井口-1025大巷-1166轨道上山-1166轨道石门95210材料道95210切眼。3、95210皮带机道外横管出开关列车运输线路：从95210皮带机道外横管-1166轨道石门-1166轨道上山-1025大巷副井口。4.2 设备运输方式4.2.1 出溜子大件、溜槽、煤机、转载机、液压支架、单体支柱、皮带