年5月29日采煤工作面作業規程文檔僅供參考編號:CM01山西朔州平魯區西易黨新煤礦有限公司采煤工作面作業規程工作面名稱9303綜放工作面編制人:劉玄施工負責人:楊長青總工程師:韓曉峰礦長:施大奎批準日期:年月日執行日期:年月日

目錄TOC\o"1-3"\h\z3377第一章概況 331814第一節工作面位置及井上下關系 311115第二節煤層 424574第三節煤層頂底板 55802第四節地質構造 526155第五節水文地質 62831第六節影響回采的其它因素 622619第七節儲量及服務年限 76652第二章采煤方法 755第一節巷道布置 75406第二節采煤工藝 925812第三節設備配置 1223270第三章頂板管理 1522468第一節支護設計 1522492第二節工作面頂板管理 1730635第三節運輸巷、回風巷及端頭頂板管理 1827498第四節礦壓觀測 2015445第四章生產系統 205134第一節運輸 20163第二節一通三防與安全監控 229753第三節排水 3724780第四節供電系統 3710592第五節通訊照明 4014282第五章勞動組織和主要經濟技術指標 417568第一節勞動組織 417390第二節主要經濟技術指標 438708第六章煤質管理 432710第七章安全技術措施 449539第一節一般規定 4425283第二節頂板 458604第三節防治水 4724371第四節爆破 4822393第五節一通三防及安全監控 5015666第六節運輸 5215194第七節機電 538732第八節其它 5815512第八章災害預防及避災路線 6427020其它未盡事宜按照<煤礦作業規程>、<煤礦安全規程>、<煤礦安全技術操作規程>的有關條款執行,施工前必須貫徹、學習、傳達本規程 65第一章概況第一節工作面位置及井上下關系一、工作面位置及井上下關系表(表一)水平名稱主水平采區名稱二采區地面標高井下標高1200--1100地面的相對位置該回采工作面相對應地表無建筑物,無河流,無塌陷積水坑。回采對地面設施的影響無井下位置及相鄰關系北鄰井田邊界保護煤柱;南鄰9號煤回風大巷;東西均為實體煤。走向長度(m)920傾斜寬度(m)130面積(m2)119600第二節煤層本工作面設計開采煤層為特厚煤層,經過地質資料分析煤層結構較為復雜,煤層平均厚度12.9米。煤層情況表(表二)煤層厚度(m)最大14.6米煤層結構復雜煤層傾角(度)最大130最小8.9米最小30開采煤層9煤層煤種氣煤、長焰煤穩定程度較穩定煤層情況描述9號煤層位于太原組下部,上距5號煤層28.31m左右。煤層厚度8.9-14.6m,平均12.9m。為全區穩定可采煤層。該煤層結構復雜,含2-5層夾矸。夾矸巖性多為泥巖,砂質泥巖。煤層頂板為泥巖、砂質泥巖,底板亦為泥巖、中砂巖。第三節煤層頂底板煤層頂底板情況表(表三)頂、底板名稱巖石名稱厚度(m)特征直接頂灰黑色泥巖、砂質泥巖3.0-5.0米中等冒落型頂板偽頂炭質泥巖0.02-0.05米易垮落直接底灰黑色泥巖或灰色中細砂巖固結性較好第四節地質構造一、斷層情況以及對回采的影響該區域無斷層,對回采無影響二、其它因素對回采的影響(陷落柱、火成巖等)該回采工作面沒有陷落柱、火成巖等存在。第五節水文地質一、涌水量礦井批準開采4-1、4-2、5、9、11號煤層,現開采9煤層,直接充水含水層為山西組砂巖裂隙含水層。屬弱-中等富水性。據該工作面掘進情況,工作面基本無水,考慮黃泥灌漿和井下消防灑水析出水量(估算值:10m3/h),本次按正常涌水量10m3/h,最大涌水量20m3/h來計算工作面涌水量。第六節影響回采的其它因素一、影響回采的其它地質情況見表五影響回采的其它地質情況表(表五)瓦斯本礦井屬于瓦斯礦井。煤塵煤炸指數煤塵具有爆炸性。煤的自燃傾向性自燃等級為二,自燃傾向性屬自燃。地溫危害無沖擊地壓危害無二、沖擊地壓和應力集中區無三、地質部門的建議1、為合理回收煤炭資源,在回采過程中嚴格抓好標志層和放頂煤管理,避免頂、底煤留設過厚,浪費煤炭資源。第七節儲量及服務年限一、儲量工業儲量:920m*130m*12.9m*1.35/m3=208.283萬噸式中:920m—工作面走向長度130m—工作面長度12.9m—工作面平均煤厚1.35t/m3--煤的容重可采儲量:工作面回采率取93%,工作面可采儲量:205.86*93%=193.7萬噸二、工作面服務年限工作面的服務年限=開采推進長度/設計月推進長度=(920/64.8)=14.19月月推進長度=循環進度*日循環次數*月工作日*循環率=1.2*3*30*0.6=64.8米工作面采用”二采一放”工藝,工作面每個循環進2刀,放1次頂煤,循環進度1.2米,班循環進度為1個循環(2刀),日循環次數為3個循環(6刀),正規循環率取0.6.第二章采煤方法第一節巷道布置工作面按走向長壁布置,工作面前后兩巷沿煤層底板布置。運輸順槽與9煤皮帶運輸大巷聯系,回風順槽與9煤回風大巷和軌道大巷聯系,分別采用錨網支護。一、工作面軌道順槽工作面軌道回風巷道長960米,寬4.0米,高3.2米,與9煤回風大巷和軌道大巷聯系;采用錨桿與錨索聯合支護,錨桿排距0.8米,間距0.8米;錨索排距3.0米,間距2.0米。巷道主要用于工作面的回風和輔助運輸。巷道內布置有絞車、供水、供風管路等設備。二、工作面運輸順槽工作面運輸順槽巷道長920米,寬4.8米,高3.0米,與9煤皮帶運輸大巷聯系;采用錨桿與錨索聯合支護,錨桿排距0.8米,間距0.8米;錨索排距3.0米,間距2.0米。巷道主要用于工作面的進風和煤炭運輸。巷道內布置有皮帶運輸機、轉載機、破碎機等設備。三、采煤面切眼切眼全長130米,寬3.5米(擴幫后7米),高3.0米,分別與運輸順槽和軌道回風順槽聯系。主要用于工作面設備的安裝。附圖:工作面位置及巷道布置圖第二節采煤工藝一、采煤工藝1、本工作面選用走向長壁后退式綜采放頂煤采煤法。采用MG250/600-AWD采煤機雙向穿梭割煤(采煤機端頭斜切進刀,割三角煤采煤),前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤,滾筒自旋使其截齒將煤破碎,利用采煤機滾筒上螺旋葉片的旋轉以及推移前部SGZ764/320型刮板輸送機時利用鏟煤板來裝煤;頂煤經過礦壓破煤,而后由支架尾梁的上下擺動和插板的伸縮溜入尾部SGZ764/400型刮板輸送機內。進入前后刮板輸送機上的煤經過前端頭的SZZ764/160型橋式轉載機運至前順槽內的膠帶輸送機上,運出工作面。工作面中部采用ZF6800/20/32型放頂煤支架支護頂板,工作面前后排頭各采用ZFG7200/22/35放頂煤過渡支架支護頂板。全部跨落法管理頂板,黃泥灌漿處理采空區。2、采煤機截割高度3.0m,截深0.6m,放煤厚度平均9.0m,循環進度(放煤步距)1.2m,"兩采一放"。二、采煤方法1、進刀方式:采煤機進刀采取端部自開缺口、雙向穿梭斜切進刀的方式,斜切進刀段長度為25--30米,進刀深度0.6米,一次采全高,采煤機往返一次進兩刀。具體操作如下:(1)采煤機位于進刀位置下行斜切進刀;移架、推前刮板輸送機;(2)采煤機位于吃刀位置上行割三角煤至上出口;(3)采煤機下行割煤至下出口;(4)采煤機上行牽引位于進刀位置斜切進刀,移架、推前刮板輸送機;(5)采煤機位于吃刀位置下行割三角煤至下出口;(6)采煤機上行割煤。2、工藝流程:采煤機上行割煤追機移架追機推移前部刮板輸送機(回撤密集、給超前支護)(移架數量過半后)放工作面下半部頂煤拉移后部刮板輸送機進刀采煤機下行割煤追機移架追機推移前部刮板輸送機(回撤密集、給超前支護)(移架數量過半后)放工作面上半部頂煤--拉移后部刮板輸送機--進刀。工作面完成兩刀煤、放一遍頂煤、完成超前支護工序為一個循環。3、工藝要求:(1)割煤:割煤高度不得超過3.0米,最低不得低于2.8米;割平頂底板,不留傘檐;割煤時要即時收回支架護幫板和伸縮梁(采煤機上行時提前4部支架、下行時提前6部支架),割煤后及時給好伸縮梁和護幫板,嚴防采煤機割煤時損壞支架。(2)移架:追機單架依次順序移架作業,距離采煤機前滾筒不得大于4部支架,特殊情況可采取超前移架;趕不上采煤機時,必須停止割煤。移架極為困難時使用單體液壓支柱輔助移架。液壓支架必須達到足夠的初撐力。移架做到快(移架速度快)、夠(推移步距夠)、正(操作正確無誤)、勻(平衡操作)、直(支架成線)、緊(及時支護、緊跟采煤機)、凈(及時清除架前架內浮煤)。(3)推移前部刮板輸送機:滯后正在拉移支架的距離(彎曲段)不得小于15米,每次推移距離不大于200毫米,分三次移完。按照從機頭向機尾或從機尾向機頭的順序推移,嚴禁從中間向兩端推移或任意分段推移,推移后保證輸送機平直,機頭、機尾不滯后。(4)放頂煤:工作面初采前10米不放頂煤,末采最后15米不放頂煤,只進行割煤,放煤工作必須在每循環中采煤機割完第二刀煤、移架后進行;工作面前后排頭排尾支架只采不放頂煤;放煤時,先收支架尾梁插板,并操作尾梁千斤頂,使尾梁擺到適當位置,以便能使頂煤直接進入后部刮板輸送機。尾梁與插板升起的高度必須保持一致。放煤遵循"由前向后,三輪間隔,等量順序均勻,大塊破碎,見矸即止"的原則。每輪放煤間距為10部支架,掌握好放煤情況,控制好后部刮板輸送機煤量情況,防止后部刮板輸送機過載、壓住。大塊煤矸堵住放煤口時,升降尾梁、伸縮插板將其破碎。(5)拉移后部刮板輸送機:放煤后按照從機頭向機尾或從機尾向機頭的順序交替拉移。拉移前清凈架間、架后大塊煤,以減少拉移后部刮板輸送機阻力,嚴禁拉成急彎。附圖四:采煤機進刀方式示意圖三、工作面正規循環生產能力據公式式中l―工作面平均長度,130m;s―工作面循環進尺,1.2m;h―工作面設計采高,3m;r―煤的容重,1.35t/m3;c―工作面機采回采率,95％;W=工作面正規循環生產能力,600.21(噸)。采煤機截割高度3.0m,截深0.6m,放煤厚度9m,循環進度(放煤步距)1.2m,"兩采一放",工作面回采率95%,放頂煤回收率為80%,煤的容重為1.35噸/米3,則:循環割煤量＝130×3×1.2×1.35×95%＝600.21噸循環放煤量＝122.5×9×1.2×1.35×80%＝1428.84噸工作面正規循環生產煤量＝600.21＋1428.84＝2029.05噸第三節設備配置一、設備配備序號設備名稱設備型號單位數量使用地點備注1端頭液壓支架ZFG7200/22/35架59303綜采工作面計劃2中部液壓支架ZF6800/20/32架849303綜采工作面計劃3采煤機MG250/600-AWD臺19303綜采工作面計劃4前部刮板運輸機SGZ764/320臺19303綜采工作面計劃5后部刮板運輸機SGZ764/400臺19303綜采工作面計劃6轉載機SZZ764/160臺19303綜采面前運計劃7破碎機PCM132臺19303綜采面前運計劃8乳化液泵站BPW400/31.5臺19303綜采回順口計劃9噴霧泵站BRW320/6.3(L)臺19303綜采回順口計劃10膠帶輸送機SSJ-1000/2×160臺19303綜采面前運計劃11皮帶機尾自移裝置ZY2700臺19303綜采面前運計劃12移動變電站KSGZY－1250/10臺29303綜采面前運計劃13移動變電站KSGZY－630/10臺19303綜采回順口計劃14組合開關QJZ-4×315/1140臺19303綜采回順口計劃15組合開關QJZ-4×315/1140臺29303綜采面前運計劃16組合開關QJZ-1260/1140-4臺19303綜采面前運計劃17防爆真空開關QJZ-400臺19303綜采面機組計劃18真空饋電開關KBZ－400臺29303綜采面前運計劃19真空饋電開關KBZ－400臺19303綜采回順口計劃20防爆真空開關QJZ-400臺19303綜采面皮帶計劃21防爆軟啟動開關QJR-400臺29303綜采面皮帶計劃22防爆真空開關QBZ－200N臺1綜采面前運列車計劃23防爆真空開關QBZ－120臺39303面前后水泵計劃24防爆真空可逆開關QBZ－120N臺29303面前后順槽計劃25防爆真空可逆開關QBZ－80N臺29303面前后順槽計劃26防爆真空開關QBZ－80臺19303面后頭水泵計劃27防爆真空開關QJZ－60臺49303面前后順槽計劃28防爆真空開關QJZ－30臺19303面順槽鉆機計劃29信號照明綜合保護ZBZ－4.0M臺29303綜采面前運計劃30信號照明綜合保護ZBZ－4.0M臺19303綜采面后頭計劃31慢速絞車JH－30臺39303面前后運輸計劃32調度絞車JD－40臺19303綜采面前運計劃33耐磨多級離心泵D46-30×7臺29303綜采面前運計劃34微機通信控制裝置KTC2套19303綜采面前運計劃35液壓錨桿鉆機MYT－130/350臺29303面前后順槽計劃36氣動錨桿鉆機MQT-120/2.4-6臺19303面前后順槽計劃37氣動幫錨桿鉆機MQTB-75/23臺19303面前后順槽計劃38礦用錨鎖漲拉機具MQ15-180/63臺19303面前后順槽計劃39礦用風動潛水泵FQW70－30N臺19303綜采面后運計劃40裝設備小平板車臺69303綜采面前運計劃41高壓電纜大花籃車臺29303綜采面前運計劃42低壓電纜小花籃車臺29303綜采面前運計劃附圖二:機采工作面設備布置示意圖第三章頂板管理第一節支護設計由于本礦井煤層埋藏較深,礦山壓力較大,煤頂、底板條件較差,因此要求支架有較強的支護阻力和整體強度。在液壓支架的設計選型中遵循如下原則:(1)支護強度與工作面礦壓相適應;(2)支架結構與煤層賦存條件相適應;(3)支護斷面與通風要求相適應;(4)液壓支架與采煤機、輸送機等設備相匹配。2、支架支撐高度的確定支架最大高度Hmax和最小高度Hmin分別由工作面最大采高Mmax及最小采高Mmin確定,同時考慮一定的頂板冒落高度預量。另外,盡可能的考慮了保持工作面煤層實際開采厚度范圍與支架最佳工作高度范圍一致。確定支架最小高度還考慮了礦井井下支架運輸工具和輔助運輸巷道斷面的高度。綜合考慮上述因素,設計選擇支架高度為2.0m～3.0m。3、支架工作阻力計算1)液壓支架工作阻力按統計數比法計算:Pmax=1939+2.1H+471×f+155/Md=1939+2.1×280+471×2.3+155/8.8=3628(kN)式中:Pmax——支架工作阻力,KNH——煤層賦存深度;280mf——煤層硬度,f=2.3Md——放頂煤厚度,取8.8m支架額定工作阻力:P=Pmax×K=3628×1.35=4898(KN)式中:P——支架額定工作阻力,KNK——安全系數,取1.35則:工作面液壓支架額定阻力應不小于4898(KN)2)液壓支架支護強度按估算法計算:g=Kd(g冒+g頂)式中:g—支架支護強度,kN/m2;Kd—動載系數,取1.5;g冒—冒落帶自重應力,g冒=r1h;r1—上覆巖層容重,26000N/m3;g冒=12×26000=31N/m2;M—工作面采高,3.0m;δ—巖石初期碎脹系數,1.25;g頂—頂煤自重應力,g頂=Mdr2=8.8×1.4×1000×9.8=120736N/m2;Md—放頂煤厚度,8.8m;g=1.5×(31+120736)=649104(N/m2)=0.65(MPa)根據估算法計算支架支護強度為0.65MPa。4、支架主要參數根據以上計算結果,考慮一定的富裕量,支架設計工作阻力確定為6800KN。選用型放頂煤液壓支架,工作面排頭、排尾選過渡支架。二、工作面端頭支護設計:因該工作面配套支架沒有端頭支架,端頭采用π鋼梁配合單體液壓支柱架傾向棚維護頂板。棚距為0.8m,柱距為1.0m,"一梁三柱"。三、乳化液泵站(一)泵站使用規定1、安裝時泵應水平放置,以保持良好的潤滑條件;2、保證泵站壓力保持在30Mpa,乳化液濃度3-5%。當泵站壓力達不到30Mpa時,應立即停泵,并通知有關人員進行檢查,檢查處理合格后再重新啟動。3、油位在泵運轉時不應低于油標玻璃的下標或超過上標。4、要注意箱體溫度不宜過高,油溫應低于80℃;液箱的液位不得過低,以免吸空,液溫不得超過40℃。5、加強支架與泵站的維修,杜絕液壓系統的竄漏夜。(二)泵站設置位置泵站安設在9煤軌道大巷已布置好的硐室內。第二節工作面頂板管理一、正常工作時期頂板支護方式該工作面選用中部支架型放頂煤液壓支架支架84部,排頭、排尾分別選用過渡支架3、2部;共計89部。最大控頂距5.15米,最小控頂距4.55米,端面距≤200毫米,放頂煤步距1.2米。采煤機前滾筒割煤過后及時移架,伸出伸縮梁并給好護幫板;采取順序追機單架移架作業,距離采煤機前滾筒不得大于4部支架,特殊情況可采取分段追機移架;當支架前片幫、掉頂超過規定時可提前移架;工作面采高控制在3.0米(偏差±100mm)。二、正常工作時期的特殊支護形式1、工作面頂板破碎時,采煤機割煤過后,及時帶壓擦頂移架,伸出支架伸縮梁給好護幫板。2、工作面煤壁片幫嚴重時,可采取向煤壁和頂板補打錨桿維護煤壁、保持頂板穩定;當支架前梁端頭與煤壁距離達到1.2米時,采煤機割煤前可提前移架,如還不能有效地支撐頂板可在支架前梁上挑倒撅棚維護新爆露出的頂板。三、特殊時期的頂板管理工作面初次來壓、周期來壓期間,礦山壓力逐漸增大,需按如下規定作業,合理維護頂板穩定:1、初次來壓、周期來壓期間,端頭和兩巷超前支護內,應加強支護,確保安全出口暢通。2、工作面支架及兩巷單體支柱完好,泵站壓力必須達到30MPa,支架初撐力不低于28Mpa.3加強工程質量管理,保證支架狀態良好,防止出現歪架、咬架、擠架現象,若出現此現象時必須及時調整。4、采煤機割煤過后及時帶壓擦頂移架,及時伸出伸縮梁,給好護幫板;移架時少降快拉、步距夠,支架升起后有足夠的初撐力。5、前后端頭、超前支柱必須達到額定初撐力50KN,對卸載支柱必須及時更換或補打。6、根據前后兩巷頂板狀態,適當加密支護,加大支護強度。7、初采、初次放頂和周期來壓期間加強礦壓觀測,對頂板來壓進行全面真實掌握,為控制頂板提供數據保障。第三節運輸巷、回風巷及端頭頂板管理一、工作面回風、運輸順槽的頂板管理(一)回風順槽、運輸順槽的超前支護回風順槽、運輸順槽超前支護采用單體液壓支柱配合∏型鋼梁架設傾向棚支護;超前距離不得小于20米。二、工作面上下端頭及安全出口的頂板管理(一)支護形式1、工作面上下端頭必須采取4對、8根π鋼抬棚支護,保證不低于”一梁三柱”;當頂板不穩定時,應及時采取加強、加密支護強度等措施進行維護。2、上下安全出口必須保證寬度不小于0.8米,高度不小于1.8米;保證無雜物,行人運輸暢通。3、所有單體液壓支柱系好安全繩,保持安全繩在同一水平,且棚梁必須接實頂板;支柱應支到實底,并做到迎山有力,迎山角度6-8°迎1°。4、運輸順槽的圈密閉支護將與后溜子的盲軸平齊,回風順槽的圈密閉將與后溜子的減速器端蓋平齊(后端頭下開幫時,存在開幫段內的圈密閉可架設成傾斜狀態,但回風巷圈密集不得超過支架的后立柱)。前后密集支護柱距不大于250mm;戧柱間距不大于1.0米,戧柱角度在75-80度,柱窩深度不得小于100mm。(二)質量要求1、支柱走向成一條線,偏差不超過±100mm;2、支柱應支到實底,并做到迎山有力;單體液壓支柱初撐力不小于50KN;3、所有單體液壓支柱系好安全繩,安全繩需為同一水平,且棚梁必須接實頂板;4、所有單體液壓支柱手把、閥體方向相一致;閥體平行于巷道,注液側朝向采空區。5、超前支護內的人行道高度不得低于1.8米,行人道寬度不得小于0.8米,單體液壓支柱活柱行程不得小于200mm;6、底板松軟時,支柱需穿木底鞋,木底鞋規格為400×200×100mm。7、如超前支護段以外相距較近的范圍頂板有所變化,可采取延長超前支護等有效措施對其進行提前維護。相距較遠地段的巷道頂板如壓力顯現較為明顯,應由相關隊組及時處理、支護,保證巷道斷面符合生產要求。(三)與其它工序之間的銜接關系采煤機上下穿梭進刀過程中,嚴禁替棚和竄梁作業。在下出口替棚、竄梁和拉移排頭支架時,作業人員必須同轉載機司機取得聯系停止運轉,同時由前溜子司機負責現場監護,做到安全作業三、備用支護材料的使用數量和存放管理1、材料備用情況及存放地點備用情況:DZ-25型單體液壓支柱20根,DZ-28型單體液壓支柱20根,DZ-3.2型單體液壓支柱5根,2.6mπ鋼梁10棵,3.4mπ鋼梁20棵,4.0mπ鋼梁10棵。半圓木0.8m3,幫板0.8m3,4m小桿40棵。備用材料的存放地點,應保持在距采面50米范圍內,存在回風順槽的上幫。材料分類擺放,碼放整齊,并掛好標志牌;且必須保留0.8米以上行人寬度和必須的運輸通道。并由專人負責記錄好材料名稱、型號、本班使用數量等內容。因生產需要使用后必須及時補足備用材料備用量。附圖六:工作面、順槽及端頭支護示意圖(平面、剖面圖)第四節礦壓觀測一、礦壓觀測內容工作面頂板動態監測,以及工作面前后兩巷頂板變化情況。二、觀測方法1、經過安裝在工作面20#、40#、60#、80#、支架上的壓力表對頂板進行動態監測,每部支架前后立柱各安裝一塊,每次移架后搞好壓力表的觀測工作,根據壓力表上顯示的數據來指導頂板管理工作。2、工作面前后兩巷經過布置圍巖表面觀測點觀測圍巖變化狀況,并經過安裝在頂板離層儀觀測巷道頂板離層情況。第四章生產系統第一節運輸一、運輸設備及運輸方式(一)運煤設備及裝、轉載方式工作面前后刮板輸送機運出的煤經過運輸順槽橋式轉載機運至膠帶輸送機內后運出工作面到地面。(二)輔助運輸設備及運輸方式工作面需用的材料、設備配件等物質,由地面經過副井采用礦車或花欄車經過沿途提升小絞車運至工作面回風順槽存放位置。二、移溜(轉載機、破碎機等)方式采用液壓支架上的拉移千斤頂進行移溜,推拉溜距離0.6米,彎曲段長度不小于15米。1、推移前部刮板運輸機采煤機向下(上)端正常割煤時,按照自上(下)而下(上)的順序,依次推移刮板運輸機,至距離采煤機后滾筒20米處。在采煤機向上(下)斜切進刀切入煤壁規定截深后,將前部刮板運輸機按自上(下)而下(上)的順序推向煤壁成一條直線。2、拉移后部刮板運輸機工作面后部刮板運輸機在支架前移后處于放煤位置,待循環工序結束后,將后部刮板運輸機滯后放煤口7--8部支架,拉移一個步距。3、拉移轉載機、破碎機使用轉載機兩側的千斤頂和前順槽內固定好的柱腳用拉移鏈連接,靠千斤頂收縮使轉載機、破碎機前移。三、運煤路線工作面前后刮板輸送機→9303運輸順槽轉載機(破碎機)→9303運輸順槽膠帶輸送機→9號煤皮帶運輸大巷皮帶機→9號煤集中皮帶運輸大巷皮帶機→主井皮帶機→地面。四、輔助運輸路線地面→副井→井底車場→9號煤集中軌道大巷→9號煤軌道大巷→9303回風順槽指定地點附圖七:運輸系統示意圖第二節一通三防與安全監控一、風量計算按瓦斯涌出量計算以采煤工作面回風巷瓦斯濃度不超過1%,且應低于最高風速4m/s為依據。根據回采工作面采煤工作面回風巷瓦斯濃度不超過1%為標準計算:Q采=100·q回·K采通式中:Q采——采煤工作面需風量q回——采煤工作面回風流絕對瓦斯涌出量,m3/min(參考初設值,取5.11)K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均勻的風量備用系數,取1.3;則Q采=100×5.11×1.30=664.3m3/min=11.07(m3/s)。②、按氣象條件計算Q采=Q基本·K溫(m3/min)式中:Q采——采煤工作面實際需要的風量,m3/min;Q基本——不同采煤方法工作面所需的基本風量,m3/min;Q基本=60×工作面控頂距×工作面實際采高×70%·適宜風速(m3/min)=60×4.8×3.0×70%×1.1=665.3(m3/min)K溫——回采工作面溫度與對應風速調整系數1.1。Q采=665.3×1.1=731.83m3/min達產時共有1個回采工作面ΣQ采=731.83m3/min=12.2m3/s。③、按炸藥使用量計算采煤工作面不使用炸藥,不進行此項計算。④、按人數計算Q采=4×nc式中:Q采——工作面供風量,m3/min;4——每人每分鐘應供給的最低風量,m3/min;nc——采煤工作面同時工作的最多人數,按交接班時50人考慮。Q采=4×50=200m3/min=3.33m3/s回采工作面風量取以上計算的最大值ΣQ采=12.2m3/s。⑥、按風速驗算根據<煤礦安全規程>規定,回采工作面最低風速為0.25m/s,最高風速為4m/s的要求進行驗算。即:按最低風速驗算,采煤工作面的最低風量Q采Q采≥15S采=15×15.3=229.5(m3/min)=3.825m3/s,(注:工作面最大斷面15.3m3。)按最高風速驗算,采煤工作面的最高風量Q采Q采≤240S采=240×13.5=3240(m3/min)=54m3/s(注:工作面最小斷面13.5m3。)經驗算,Q采=12.2m3/s,滿足風速要求。通風路線地面─→付井、主井、猴車斜井─→中部車場─→9號煤軌道巷、9號煤皮帶巷─→9303綜放面運輸順槽─→9303工作面─→9303綜放面回風順槽─→9303回風繞道─→9號煤回風大巷─→9號煤集中回風大巷─→回風立井─→地面二、防治瓦斯瓦斯管理1、工作面設專職瓦檢員檢查瓦斯,檢查次數每班每個地點不得少于兩次,特殊情況及地點隨時檢查。2、工作面專職瓦檢員要現場交接班;同時按照規定嚴格檢查工作面等各地點瓦斯濃度。發現問題及時采取相應措施,并及時向礦調度指揮中心匯報。3、工作面需放炮時,嚴格執行"一炮三檢"制度,并嚴格執行<規程>有關規定。4、工作面一旦出現瓦斯超限地點,瓦檢員要立即將超限地點現場工作人員及受瓦斯超限影響范圍內所有人員撤到工作面進風流中,并及時采取相應措施對瓦斯超限地點進行處理,同時向通風調度匯報。5、如果經采取措施處理后,作業地點瓦斯濃度仍在1.2％以上時,瓦檢員要立即向礦調度匯報,由礦調度安排有關人員立即切斷工作面所有電源。只有當超限地點瓦斯濃度降至<規程>規定安全濃度以下時,方可恢復超限地點正常工作,并由礦調度安排恢復供電工作。6、要按<規程>規定上齊、上全各種傳感器,并加強維護、校正工作,必須確保傳感器靈敏可靠、數字傳輸準確。7、傳感器要具備超限報警、斷電功能。確保在瓦斯超限時能夠切斷工作面及回風道所有設備的電源。8、通風隊要加強井下各地點風門的檢查和維護,確保井下各地點風流、風量穩定。9、嚴格"風、電焊"管理,各隊需要風電焊工作時,必須嚴格按照規定報有關部門和人員審批,并嚴格執行。10、上隅角瓦斯管理措施⑴、上隅角附近嚴禁無關人員逗留,需要在上隅角附近工作時,必須先由瓦檢員進行瓦斯檢查,只有在瓦斯濃度不超限時,方可進行工作,工作結束后要迅速離開。⑵、采煤隊每次在上隅角附近移架前后及開動尾溜時必須由瓦檢員進行瓦斯檢查,如果瓦斯濃度超過<規稱>規定濃度時,禁止移架或開動尾溜工作;只有在經過采取措施,瓦斯濃度降到安全濃度以下時,方可進行移架或開動尾溜工作。(一)瓦斯檢查(設點、次數)瓦斯檢查地點:進風順槽、工作面、上隅角、回風順槽、機電設備處、綜采支架尾溜處、支架頂部、割煤時臨時產生的高冒處、其它臨時設置的瓦斯檢查地點。工作面設專職瓦檢員檢查瓦斯,檢查次數每班每個地點不得少于兩次,特殊情況及地點隨時檢查。(二)瓦斯監測1、工作面安裝KJ78N安全監控系統,并利用監控系統的自動超限斷電、復電功能來實現工作面瓦斯電閉鎖。距工作面后出口不大于10米處和回風順槽出口不大于15米處安設CH4傳感器。2、當瓦斯濃度達到0.8%時自動報警;當瓦斯濃度達到1.2%時自動切斷工作面所有設備電源。當瓦斯濃度降到規定值自動復電。3、監測系統必須由專人進行維護,各地點的作業人員對監測設施應加以保護,確保系統的靈敏可靠。三、綜合防塵系統(一)防塵管路系統一、防塵管路系統主斜井→9煤集中運輸巷→9煤運輸巷→9303運輸順槽副斜井→9煤集中軌道巷→9煤軌道巷→9303回風順槽(二)防塵措施1.防塵設施的設置及要求⑴防塵用水管路必須敷設到所有能產生和沉積粉塵的地點,系統主管路的直徑為4寸鐵管、支管直徑為2寸鐵管,并按<礦井通風安全質量標準>的有關規定安設三通、閥門和凈化水幕,并保證其靈敏可靠。⑵防塵用水主要來自地面靜壓清水池。⑶防塵用水系統中必須裝過濾裝置,保證水的質量,水中的懸浮物含量不得超過150mg/l,水的PH值在6－9.5的范圍內。2、防塵措施⑴回風巷距工作面50米內,進風巷入口10米內必須安裝覆蓋巷道全斷面的凈化水幕,并保證正常使用。⑵皮帶運輸巷道的防塵管路上每隔50米安設一個三通閥門,其它巷道防塵管路上每隔100米安設一個三通閥門。⑶運輸順槽的轉載點、煤倉上口、破碎機處必須安設噴霧裝置,并有專人負責管理。⑷上、下順槽必須定期清掃或沖洗煤塵,并及時清除堆積的浮煤。⑸工作面工作人員必須佩戴防塵口罩,并及時更換濾膜。⑹通風隊定期對井下各地點進行風量測定,確保各工作地點有適宜的風速,粉塵不飛揚。(三)隔絕瓦斯煤塵爆炸措施根據<煤礦安全規程>要求,防止爆炸由局部擴大為全礦性的災難,采用在井下容易發生爆炸的地點設置隔爆水棚措施。1、設置地點如下:9303采煤工作面進、回風順槽設置集中式輔助隔爆水棚;輔助水棚采用隔爆水袋,其型號為GBSD-40,規格為40L,結構參數為600mm×400mm×250mm。2、水棚在巷道設置位置(1)水袋棚應設置在直線巷道內;(2)水袋棚與巷道交叉口,轉彎處的距離應保持50～75m;與風門的距離須大于25m;(3)第一排集中水棚與工作面的距離必須保持60～200m,第一排分散式水棚與工作面的距離必須保持30～60m;3、水棚排間距離與水棚的棚區長度:(1)集中式水棚間距離為1.2～3.0m。(2)集中式主要水棚的棚區長度不小于30m,集中式輔助棚區長度不小于20m。4、安裝方式:(1)隔爆水袋棚的安裝方式:吊掛式。原則是:當受爆炸沖擊力時,水容易潑出。(2)水袋之間的間隙與水袋同支架或巷道壁之間的間隙之和不得大于1.5m,特殊情況下不超過1.8m,兩個水袋之間的間隙不得大于1.2m。水袋邊與巷壁、支架、頂板、構物架之間的距離不得小于0.1m、水袋底部至頂梁的距離不得大于1.6m,如頂梁大于1.6m,則必須在該水袋的上方增設一個水袋。(3)水棚距巷道軌面不小于1.8m,應保持統一高度,需要挑頂時,水棚區內巷道斷面與其前后各20m長的巷道斷面一致。(4)吊掛水袋,掛勾位置要對正,相向布置。掛勾為直徑4～8mm的圓鋼,掛勾角度為60°±5°,彎勾長度25mm。5、水袋棚的管理及注意事項(1)要經常保持水袋的完好和規定的水量;上邊緣需成水平狀態,達到設計要求;(2)每月檢查一次。6、水棚設置與計算(1)每組水棚水量依下式計算G=gS式中:G—總水量,kg;g—每m2巷道需水量,kg/m2,輔助隔爆水棚200kg/m2S—巷道斷面積,m2。工作面運輸順槽15.36m2,回風順槽12m2。經計算,工作面運輸順槽、回風順槽每組輔助隔爆水棚總水量:G運輔=200×15.36=3072kgG回輔=200×12=2400kg(2)單架水棚水量輔助水棚水袋型號為GBSD-40,其水袋規格為40L,每一架上放4個水袋,水量Gn主=40×4=160L。(3)水棚架數nn=G/Gn工作面運輸順槽、回風順槽輔助隔爆水棚n運輔=G運輔/Gn輔=3072/160=19.2架,取19架n回輔=G回輔/Gn輔=2400/160=15架,取15架(4)水棚棚區長度LL=nC式中:L—水棚長度,m;n—水棚架數,架;C—水棚間距,m。工作面運輸順槽、回風順槽取1.5m。工作面運輸順槽、回風順槽輔助隔爆水棚棚區長度L運輔=(19-1)×1.5=27mL回輔=(15-1)×1.5=21m7、隔爆水槽的管理①通風隊要加強水槽的管理,經常保持水槽的完好和規定水量,損壞后應立即更換。②由通風隊每周檢查一次水槽的完好、安裝質量情況,對存在的問題及時進行整改。四、防治煤層自然發火技術措施1、工作面安裝KJ78N安全監控系統,距工作面后出口不大于10米處和回風順槽出口不大于15米處安設CO傳感器,監測一氧化碳的變化情況,2、各班瓦檢員必須認真、如實的填寫好有害氣體牌板。每周在距回風巷出口10m處進行氣樣采集一次,進行化驗分析,如果氣樣分析結果出現異常有自然發火隱患時,要縮短氣樣采集周期,并增加采樣地點及時判斷處自然地點采取相應安全措施。3、瓦斯檢查員檢查瓦斯的同時每班至少檢查一次工作面回風流、上隅角CO濃度,發現異常時立即匯報礦調度指揮中心及相關人員,采取措施進行處理。4、每旬組織一次防滅火檢查,已查出的問題必須及時整改;加強礦井防滅火檢查及預測、預報工作,發現問題及時處理。(一)監測系統我礦使用的安全監控系統型號為KJ78N,礦井安全監控系統是利用各種傳感器對井下環境及生產過程中相關參數進行是實時監測,再由井下分站將傳感器數據傳送給地面中心站計算機,中心站對監測數據進行處理,是井下瓦斯檢測和防治、通風安全、防滅火及機電安全的根本保證之一。對確保礦井的安全生產起著重要的作用。根據<煤礦安全規程>規定,需要安設的傳感器有甲烷傳感器、一氧化碳傳感器、溫度傳感器、風速傳感器、開停傳感器、遠程斷電儀。根據<KJ78N使用說明>的要求選擇傳感器的型號。根據<礦井傳感器安裝說明>確定傳感器的安設位置及數量。監控設備的安設位置及數量見表.1表1監控設備的安設位置及數量一覽表序號設備名稱型號報警值斷電值安設地點單位數量1通用分站KJF83-A9303回順口臺12甲烷傳感器GJ40.8%0.8%回風順槽距工作面10-15米臺13甲烷傳感器GJ40.8%0.8%距回風出口10-15米臺14一氧化碳傳感器GTH100024ppm回風順槽距工作面10-15米臺15溫度傳感器KG304435℃距回風出口10-15米臺16風速傳感器KG308815m/s距回風出口10-15米臺17一氧化碳傳感器GTH100024ppm距回風出口10-15米臺18煙霧傳感器GQLO運順皮帶頭9一氧化碳GTH100024ppm運順皮帶頭臺110甲烷傳感器KJ40.8%1.2%Ⅰ面上隅角臺111遠程斷電器DJ380Ⅰ面配電點臺2四.監測系統的安裝使用和維護安全技術措施1.監測負責安全監控設備的安裝、調試和維護工作。2.安裝在采煤工作面及機運隊等管轄范圍內的分站、傳感器及監控電纜必須保護好,以免受到損壞影響監控系統正常運行,如因爆破、運料或其它原因造成損壞或丟失的,由所屬隊組負責按價賠償。3.只有經過專門培訓的專職人員才可對傳感器進行通電檢查、功能試驗、精度效準、下井安裝和調試等工作。4.分站、傳感器及監控電纜在投入使用前,必須按產品使用說明書的要求,進行調試合格后,方可投入使用。5.井下各分站、傳感器及監控電纜的安裝、拆除等工作必須由安全監測人員進行。安裝、拆除、移動監控設備時不得帶電作業,并在工作前制定安全措施,報礦總工程師及通風信息科批準,通知礦調度指揮中心,方可施工。6.井下安裝時,與斷電儀間的接線不能接錯,應重復檢查接線確認無誤后方可通電試驗。嚴禁在井下或有爆炸危險的場所拆卸檢測儀器。7.分站安設在便于人員觀察、調試、檢驗及支護良好、無滴水、無雜物的地點,安設時應加墊支架,使其距巷道底版不小于300毫米或吊掛在巷道中。8.甲烷傳感器應垂直懸掛,距頂板(頂梁)不得大于300毫米,距巷道側壁不小于200毫米;風速,溫度、一氧化碳傳感器應懸掛在能正確反映該點測值的地點。9.監控隊必須由專人每七天用標準氣樣按產品使用說明書的要求對甲烷傳感器、一氧化碳傳感器進行調效,每七天對甲烷超限斷電功能進行測試,每月對監控設備進行調試、效正至少一次。10.監控隊必須每天派專人對安全監控設備及監控電纜進行巡檢、發現問題及時處理。11.監控系統發生故障2小時處理完畢,在井下無法處理時,應在24小時內更換,,在處理故障期間必須采用人工監測安全措施。12.為及時監測回采工作面的最高甲烷濃度的變化情況,采煤工作面甲烷傳感器安設在回風距工作面不大于10米的位置,其報警濃度為0.8℅CH4,斷電濃度1.2℅CH4,復電濃度0.8℅CH4,斷電范圍為工作面及回風巷中全部非本質安全型電氣設備。13.回采工作面回風巷甲烷傳感器應設置在靠近回風巷末端10～15米的位置,其報警濃度為0.8℅CH4,斷電濃度0.8CH4,復電濃度0.8℅CH4,斷電范圍為工作面及回風巷中全部非本質安全型電氣設備。14.安裝在采煤工作面及巷道內的傳感器、監控電纜,其位置隨生產變動時由所屬隊組負責調整,并按標準懸掛達標。監控隊負責定期回撤采煤工作面的多余監控電纜。(二)綜合防滅火措施4號煤層屬于自燃煤層,根據地方煤礦特點及防滅火經驗,礦井具有完善的自燃火災防治系統及措施,主要有采空區灌漿防滅火、凝膠防滅火系統;配置KYSC-1型礦井移動式束管采樣系統、GC950型火災氣體色譜分析系統對煤層自然發火進行采樣監測。1、測點布置方案(1)9303工作面在進回風順槽按一定間距布置束管采樣器,測定采空區范圍大約距工作面150m左右,約50m設一個測點,保持采空區內部進、回風側各三個探頭,上下順槽同時觀測,待距工作面最遠測點進入采空區150m后,即可結束觀測,測點布置如圖所示。圖6-2-3單巷布置工作面測點布置圖采空區采空區切眼停采線采空區束管采樣泵束管采樣點2、地面色譜分析井下經過束管采樣儀采樣并送至地面色譜分析,分析參數主要有O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8、H2正常情況下,每天早班檢測一次,工作面異常時,每班檢測二次。防滅火方法1、對采空區進行預防性灌漿<煤礦安全規程>規定,開采容易自燃和自燃的煤層時,必須對采空區、突出和冒落空洞等孔隙采取預防性灌漿等防滅火措施。預防性灌漿就是將水、漿材按適當比例混合,配制成一定濃度的漿液,借助輸漿管路輸送到可能發生自燃的區域,用以防止煤炭自燃,是使用最為廣泛、效果最好的一種技術。(1)灌漿系統在工業場地設KDZS-1型多功能煤礦防滅火灌漿系統一套,為全礦灌漿服務,灌漿方法采用隨采隨灌,即隨采煤工作面推進的同時向采空區灌注漿液。在灌漿工作中,灌漿與回采保持有適當距離,以免灌漿影響回采工作。(2)灌漿方法預防性灌漿方法采用隨采隨灌,隨采隨灌就是隨著采煤工作面推進的同時向采空區灌漿,9303工作面采用埋管灌漿法。采用埋管灌漿法,在放頂前沿回風巷在采空區預先鋪好灌漿管(一般預埋10～20m鋼管),預埋管一端通采空區,一端接膠管,膠管長一般為20～30m,灌漿隨工作面的推進,用回柱絞車逐漸牽引灌漿管,牽引一定距離灌一次漿,要求工作面采空區能灌到足夠的泥漿。參數的選擇①、漿液的水固比選擇泥漿的水固比是反映泥漿濃度的指標,是指泥漿中水與固體漿材的體積之比。水固比的大小影響著注漿的效果和泥漿的輸送。泥漿的水固比越小,則泥漿濃度越大,其粘度、穩定性和致密性也越大,包裹遺煤隔離氧氣的效果也越好,但同時流散范圍也越小,輸漿管路容易堵塞;水固比大,則輸送相同體積的土所用的水量大,包裹和隔絕效果不好,礦井涌水量增加,在工作面后方采空區灌漿時容易流出而惡化工作面環境。漿液的水固比應根據泥漿的輸送距離、煤層傾角,灌漿方式及灌漿材料和季節等因素經過試驗確定,本礦取2:1。②、每次灌漿所需漿材量Qt＝L·B·M·N·K=130×1.2×3×12.9×0.067=404.5m3/d式中:Qt——每次灌漿所需土量,m3/d;L——工作面長度,m,取130m;B——工作面循環進度,m,取1.2m;N——日循環個數,個,3個/d;M——采高,12.9m;K——灌漿充滿系數,取0.067;③、每次制漿用水量Qs1＝Qt·δ＝404.5×2＝809m3/d式中:Qs1——制備泥漿用水量,m3/d;δ——泥水比例數,取2;④、每次灌漿用水量Qs2＝Ks·Qt·δ＝1.1×404.5×2=889.9m3/d;式中:Ks——水量備用系數,取1.1;Qs——灌漿用水量,m3/d;⑤、每次灌漿量Qjl=(Qs+Qt)·M=(889.9+404.5)×0.88=1139.072m3/d;式中:Qjl——每次灌漿量,m3/d;M——灌漿制成率,取0.88;灌漿系統的灌漿系數、水土比等各項參數在實際生產中必須根據煤層發火情況、輸送距離、煤層傾角、灌漿方式及灌漿材料和季節等因素經過實驗確定,以確保灌漿效果和生產的安全。⑥、工作制度:回采工作面在開采過程中每隔一段灌一次漿,另外,工作面采完密閉后進行灌漿,灌漿量按充填20m采空區計算。(4)灌漿材料的選擇①、顆粒要小于2mm,而且細小顆粒(粘土:≤0.005mm者應占60～70％)要占大部分。②、主要物理性能指標比重為:2.4～2.8t/m3塑性指數為9～11(亞粘土)膠體混合物(按MgO含量計)為25～30％:含砂量為25～30％,(顆粒為0.5～0.25mm以下)容易脫水和具有一定的穩定性。③、不含有可燃物當前常見的灌漿材料有黃土、粉煤灰等。與黃土相比,粉煤灰的粒度較粗,但體積密度小。就注漿滅火而言,粉煤灰質輕,顆粒表面具有一定光滑度,容易攪拌成漿,便于管道輸送。注入火區后流動性、穩定性較好;粉煤灰具有一定的火山活性,其密封性能較好;粉煤灰親水性差,粒度又大于黃土,注漿后漿體達到靜態時脫水快,并隨著水的泄流帶走一部分熱量。因此粉煤灰用于注漿滅火,能夠起到隔絕、包裹、降溫作用。另外,使用粉煤灰,既處理了廢料,又有利于環保。(5)灌漿管路的選擇①、灌漿管路布置從由地面灌漿站鋪設一趟管路至回采面,管路鋪設路線為:地面灌漿站→副斜井→軌道巷→9303工采面回風順槽→工作面2、凝膠防滅火(1)凝膠材料選擇及配比凝膠由基料、促凝劑和水按比例混合而成。主料為硅酸鈉水溶液、促凝劑為碳酸氫鈉。設計比例:基料:促凝劑:水=10:4:86(重量比)。(2)注凝膠設備①、注膠設備:NJB-1-80型凝膠泵該設備是一種用來輸送凝膠(水+基料+促凝劑)的泵組,它可自動地將水、基料、促凝劑按一定比例混合后,經三個出液口輸送到用膠地點。根據各種材料的配比不同,凝膠混合液可在十幾秒至幾十分鐘內形成固態膠體,用于煤礦直接滅火和堵漏。主泵流量:80L/min;輔泵流量:3-8L/min,可無級調節;壓力:0.5-2.0MPa;電機功率:5.5kW;電機轉速:1440rpm;整機重量:220kg;外形尺寸:長×寬×高=1100×540×780(mm)。(3)操作步驟①、起動操作a、首先檢查機器各緊固螺絲,不得有松動現象。b、檢查各泵和流量調節器(變速器)油箱內的潤滑油,必要時加入各自的潤滑油。泵用潤滑油是30～40號機油,變速器用專用的UD潤滑油(不可用其它機油代替)。c、盤車檢查各泵能否轉動自如。d、檢查電器開關、起動器。e、檢查各輸送膠管、接頭和過濾網。f、將主泵吸水管和溢流管放入配好促凝劑的水箱中;將膠管的吸管和溢流管放入膠料箱(或膠料桶)中。g、打開混合器出口的3個閥門。待起動正常后再按需要關掉1～2個。任何情況下必須保證有1個閥門全開且暢通。h、接通電源。②、注膠過程中的操作a、待基料料箱內的基料注完后,可在不停機的情況下快速地把吸料管和溢流管換進另一只基料料箱中,這樣可保持連續注膠。促凝劑箱只需不斷地往料箱中補充材料,不需要來回移動吸料膠管。b、膠料流量無級調節器(變速器)只能在泵運轉的情況下調節,嚴禁停機時調節。c、泵的調壓器是用來限定注膠壓力并防止電機過載的,供貨時已經調好,不要隨意調節。注膠時若發現溢流管有溢流,首先要檢查輸送管和混合器是否堵塞,混合器出口閥門是否打開。一般情況下是不會有溢流的。③、停泵操作a、注膠結束后,必須將主泵和膠泵都輸送清水3分鐘以上,并同時將混合器的3個出料閥門都打開,以保證泵內、管內和混合器內沒有混合液和膠料存在。b、將各泵的吸管從清水箱中拿出,將吸口放在無粉塵和雜物的地方(最好用手拿著),讓泵繼續運轉吸水5分鐘,這樣可將泵內的積水排出。c、斷電。d、清洗混合器,確保暢通。④、正常維護a、新機器運轉一個月后,應全部更換泵內和變速器內的潤滑油。b、階段性注膠結束后,應將機器全部運上地面進行清洗、維護和保養,以備下一階段注膠時機器能及時、正常地投入使用,同時也可延長機器使用壽命。c、發現流量偏小時,檢查泵的密封圈和吸、排液閥,磨損嚴重或損壞應即時更換。d、檢查三角皮帶是否放松。過松是可首先用皮帶張緊螺釘調節拉緊。若仍不能拉緊,可考慮將泵墊高。只要皮帶不損壞就不需更換。若需要更換時,必須每泵的兩根或兩泵的四根皮帶同時更換。(4)施工準備及步驟①、施工準備a、準備兩個0.5m3的鐵箱(φ0.8m,高度1m),用于儲存基料;并準備1個0.6m3(φ0.9m,高度1m)的鐵箱,用于配制促凝劑溶液。將3個鐵箱放置于滅火巷道內的注膠設備附近;b、配好設備入口管路,并配好設備出口的變頭,使之能與混合器經過25mm的高壓軟管相連;c、配好混合器出口變頭,使之能與25mm的注膠高壓軟管連接,并準備25mm的注膠高壓軟管10根(10m長的6根,5m長的4根);d、1寸閥門6個(注膠時接在鉆孔上,鉆孔泄漏時可隨時關閉閥門);準備l寸管(接鉆孔口的l寸閥門)變25mm的高壓接頭(接25mm的注膠高壓軟管)的變頭6個,連接設備出口和注膠鉆孔;e、根據其它礦的滅火經驗,基料在井下的運輸相當困難,為了便于井下基料運輸,可將基料用汽油桶運至巷道開口處,用泥漿泵將基料經過管道輸送到注膠設備的基料儲存箱;f、每班按注膠6小時計算,每班注膠量為30m3。井下膠體材料需保證2天的用量,基料量為18t(54桶),促凝劑量為7t(140袋)。地面需保證5天的用量,基料量為45t,促凝劑量為18t;g、基料的泥漿泵兩臺,流量為3m3/h。并鋪設輸送基料的管路。②、注膠順序先注終孔位置較低的鉆孔,再注終孔位置較高的鉆孔,防止因注高位孔時,堵塞低位孔。③、施工步驟a、將基料用泥漿泵輸送到基料儲存箱,每班需用泥漿泵輸送基料兩次(共3t),第一次輸送4桶(約1m3,重1.3t),根據注膠設備流量,可使用約3小時,第二次輸送5桶。b、注膠前先接清水管沖冼每個鉆孔3～5分鐘。c、將注膠管路連接好(每次連接3個),注膠泵入口管路放入相應的料箱,啟動注膠泵壓注凝膠。待基料料箱內的基料注完后,可在不停機的情況下快速地把吸料管和溢流管換進另一只基料料箱中,這樣可保持連續注膠。促凝劑箱只需不斷地往料箱中補充材料(每3分鐘向料箱內添加1袋),不需要來回移動吸料膠管。d、隨時檢查各鉆孔的進膠情況,如發現有不進膠的鉆孔,應及時將其拆下,接上清水管沖冼。e、如有鉆孔從鉆孔周圍向巷道返膠,應先將基料吸液管從料箱中拿出,待注膠管沖冼過后,再關閉該鉆孔的閥門,然后再將基料吸液管放入料箱繼續注膠。待將該鉆孔處理好后,再打開閥門繼續注膠(或接至其它鉆孔注膠)。f、停止注膠后,再用泵繼續注清水5分鐘,沖冼注膠管路,防止凝膠堵塞高壓軟管。g、將每班注膠量及注膠情況及時填入現場記錄本,以便下一班查詢,并向通防科匯報。(5)其它安全技術問題①、在施工過程中應制訂各工序操作規程和安全技術措施。②、預防水、電、機械等人身傷害事故。③、對操作人員進行培訓教育,確保工程質量。④、材料要防雨、防風;包裝帶要收集,以免造成環境污染。⑤、灌漿站及材料庫要建立在洪水水位線以上。⑥、各工程在施工過程中按各自行業規范操作。⑦、施工期間要嚴格監控地面灌漿漿液是否流入井下工作面和巷道,并加固所有與采空區聯通的密閉。二、嚴格執行火災預測預報制度工作面生產期間由瓦檢員在工作面上隅角和回風順槽出口不大于10米處進行氣樣采集,送通風救護處實驗室進行化驗分析;氣樣采集周期為每周一次,如果氣樣分析結果出現異常有自然發火隱患時,要縮短氣樣周期,并增加采樣地點及時判斷處自然地點采取相應安全措施。三、工作面合理配風測風員要定期對工作面風量進行測定,發現有變化時要立即查明原因進行調整,保證工作面風量時刻處于合理、穩定狀態;減少采空區漏風率,降低自然發火幾率;四、保證工作面推進度采煤隊要保證采煤工作面推進度,采空區少留浮煤、及時放頂。五、報廢巷道及時封閉工作面回采結束后要在一個半月內將工作面上、下順槽及工作面停采線進行充填封閉。(三)防滅火要求工作面火災,要以預防為主,當工作面發生火災或有發生火災跡象時,要沉著冷靜,不慌忙,及時采取措施,控制火勢,將災情控制在最小范圍內。滅火后,火點氣體及溫度等均應達到規定值的以下。附圖八:通風系統圖第三節排水一、設備選型根據地質資料提供的資料顯示,工作面頂板預計有采空區積水,應盡快排放頂板4號層采空區積水,積水未排放完以前,嚴禁開采。頂板積水排放完,預計本工作面正常涌水量為5m3/h。工作面排水設備選為D46-30*7型排水泵,與∮89mm管路相匹配排水。二、疏排水系統路線出水點→9303運輸(回風)順槽臨時水倉→采區水倉→中央水倉→地面第四節供電系統一、供電設計1、選擇電壓等級、供電方式、防爆設備選型、計算電力負荷等。根據<煤礦安全規程>規定,及結合現有回采作業規程,回采工作面走向長度為運輸920米,回風順槽960米,回采工作面切眼長度為130米。本綜采工作面作業,高壓采用10KV,低壓采用1140V和660V,信號、照明采用127伏。電源來自中央變電所11#高壓開關控制,1250、630KVA移動變電站向綜采工作面機電設備供電。來自中央變電所630KVA干變向綜采工作面前后頭供660V其它電源。防爆設備選型:9303綜采工作面擬用下列機電防爆設備:序號設備名稱設備型號單位數量使用地點備注1端頭液壓支架ZFG7200/22/35架59303綜采工作面計劃2中部液壓支架ZF6800/20/32架849303綜采工作面計劃3采煤機MG250/600-AWD臺19303綜采工作面計劃4前部刮板運輸機SGZ764/320臺19303綜采工作面計劃5后部刮板運輸機SGZ764/400臺19303綜采工作面計劃6轉載機SZZ764/160臺19303綜采面前運計劃7破碎機PCM132臺19303綜采面前運計劃8乳化液泵站BPW400/31.5臺19303綜采回順口計劃9噴霧泵站BRW320/6.3(L)臺19303綜采回順口計劃10膠帶輸送機SSJ-1000/2×160臺19303綜采面前運計劃11皮帶機尾自移裝置ZY2700臺19303綜采面前運計劃12移動變電站KSGZY－1250/10臺29303綜采面前運計劃13移動變電站KSGZY－630/10臺19303綜采回順口計劃14組合開關QJZ-4×315/1140臺19303綜采回順口計劃15組合開關QJZ-4×315/1140臺29303綜采面前運計劃16組合開關QJZ-1260/1140-4臺19303綜采面前運計劃17防爆真空開關QJZ-400臺19303綜采面機組計劃18真空饋電開關KBZ－400臺29303綜采面前運計劃19真空饋電開關KBZ－400臺19303綜采回順口計劃20防爆真空開關QJZ-400臺19303綜采面皮帶計劃21防爆軟啟動開關QJR-400臺29303綜采面皮帶計劃22防爆真空開關QBZ－200N臺1綜采面前運列車計劃23防爆真空開關QBZ－120臺39303面前后水泵計劃24防爆真空可逆開關QBZ－120N臺29303面前后順槽計劃25防爆真空可逆開關QBZ－80N臺29303面前后順槽計劃26防爆真空開關QBZ－80臺19303面后頭水泵計劃27防爆真空開關QJZ－60臺49303面前后順槽計劃28防爆真空開關QJZ－30臺19303面順槽鉆機計劃29信號照明綜合保護ZBZ－4.0M臺29303綜采面前運計劃30信號照明綜合保護ZBZ－4.0M臺19303綜采面后頭計劃31慢速絞車JH－30臺39303面前后運輸計劃32調度絞車JD－40臺19303綜采面前運計劃33耐磨多級離心泵D46-30×7臺29303綜采面前運計劃34微機通信控制裝置KTC2套19303綜采面前運計劃35液壓錨桿鉆機MYT－130/350臺29303面前后順槽計劃36氣動錨桿鉆機MQT-120/2.4-6臺19303面前后順槽計劃37氣動幫錨桿鉆機MQTB-75/23臺19303面前后順槽計劃38礦用錨鎖漲拉機具MQ15-180/63臺19303面前后順槽計劃39礦用風動潛水泵FQW70－30N臺19303綜采面后運計劃40裝設備小平板車臺69303綜采面前運計劃41高壓電纜大花籃車臺29303綜采面前運計劃42低壓電纜小花籃車臺29303綜采面前運計劃二、詳見9303綜采面供電系統示意圖:三、詳見9303綜采面機電設備布置系統示意圖:四、電纜敷設1、電纜懸掛間距不得超過3m。在水管上方敷設必須保持300mm以上的距離;通訊和信號電纜應與電力電纜分掛在巷道兩側。如確需懸掛同一側時,應敷設在電力電纜上方100mm以上的地方。2、電纜之間、電纜與電氣設備連接必須使用齒型壓線板或線鼻子;電纜冷補接頭的機械強度必須達到原電纜機械強度的要求。五、補充設計:1、乳化進液膠管為Φ32mm;回液膠管為Φ51mm;在回風順槽膠管用廢舊皮帶條一米一根皮帶條吊掛在拉緊的鋼絞線下并吊掛直。2、前順槽各安裝供壓風管路一趟、灑水管路一趟,排水管路一趟,管路直徑均為Φ89mm;后頭各安裝供壓風管路一趟、灑水管路一趟,管路直徑均為Φ89mm;后頭在安裝注漿管路一趟,管路直徑為Φ108mm。管路吊掛間距為200mm,最下面的管路距底板高300mm,用吊鉤吊掛在巷道幫的錨桿上并吊掛直;壓風管路每100m有一個Φ19的快速變通接頭;灑水管路每50m有一個Φ19的快速變通接頭;排水管路在水泵出口處安裝閘閥及逆止閥;各趟管路每隔約250米安裝一個閘閥以便檢修等用。3、將根據實際情況對本設計進行變更設計六、電氣安全措施:1)、電氣設備及監控、照明、通訊系統必須按審批的設計進行。2)、安裝及維護人員必須按國家煤礦安全監察局頒發的安全規程進行操作。3)、設備完好率必須在95%以上,嚴禁失爆。4)、操作及檢修人員必須是經過培訓后,持證上崗。5)、設備變動及負荷變動必須經過有關部門(技術室)允許后方可進行,并制定安全措施。6)、安裝施工完畢后,必須由交接雙方和有關部門驗收后方可投入使用。7)、設備必須派專人維護及檢修、保養。8)、嚴格執行<礦井機電設備管理>的有關規定。9)、其它執行<煤礦安全規程>、<煤礦機電質量完好標準>等有關規定。第五節通訊照明一、通訊系統運輸順槽轉載機機頭處、回風順槽設備列車處及乳化液泵站各設置一臺礦調度指揮中心的程控生產電話與外界聯系。二、照明系統乳化液泵站、設備列車、工作面安設照明燈,其中工作面照明燈間距不大于15米;運輸順槽轉載機機頭、破碎機處安設照明燈。由移動變電站的照明綜保引出的127V照明線路向照明燈供電。第五章勞動組織和主要經濟技術指標第一節勞動組織一、作業方式工作面采取"三、八"工作制,每班作業八小時。圓班由兩個小班生產,一個班檢修準備,即8點班檢修,其它班中時間生產。工作面采取晝夜多循環作業方式。循環進度1.2m,圓班進尺3.6m(3個循環)。工作面完成一刀煤為0.5個循環,完成兩刀煤、放一遍頂煤、完成超前支護工序為一個循環。附圖十:正規循環作業圖表二、勞動組織本綜采隊配有隊機關管理人員、配有質量驗收員、一個機電維修班和三個采煤生產小班以及地面車間。各采煤生產小班由班長、小隊長負責組織生產,配有三機司機、支架工、移溜工、放煤工、端頭工、清煤工、泵站司機和機電維修工等相關工種。序號工種班次合計八點班檢修零點班零點班1支架、移溜工2662放煤工333采煤機司機2224泵站司機1115溜子司機2226機組檢修工2117支架檢修工8118泵站檢修工2119電檢修工41110端頭工66611溜子檢修工41112清煤工66613注水工44414轉載機司機11115班長11116驗收員22217井下保管11118跟班隊長111合計494141131第二節主要經濟技術指標主要經濟技術指標表(表八)序號項目單位數量1工作面長度m1302采高m33煤層生產能力t／m31.354循環進度m1.25循環產量t6月循環數)個757月進度m908日產量T5858.079月產量t146451.7510在冊人數人15011出勤人數人13112出勤率％0.8713回采工效率t／工37.14坑木定額m3／萬t615液壓支柱丟失率‰316金屬頂梁丟失率‰117雷管消耗發/萬t29618火藥定額kg／萬t13319頂煤厚度m820頂煤回收率%6521含矸‰3522可采期月1223落裝煤機械化程％100第六章煤質管理一、煤質指標和要求煤炭的含矸率和灰分應控制在集團公司有關部門要求以下。二、提高煤質的措施1、嚴禁將矸石、碎木頭及其它雜物上輸送機。2、采煤機割煤時,合理控制好工作面的采高采層,杜絕頂板事故的發生,減少原煤含矸率。3、采煤機的各噴霧裝置必須完好,噴霧嘴損壞及時更換,停機時必須停水。4、工作面排水系統必須可靠,水溝要有專人清理,以防止巷道積水上運輸機。5、頂板淋水時,必須設防水棚將水排放到水溝中。6、放煤時,必須遵守"三輪連續放煤"的放煤工藝要求,同時嚴格遵循"見矸即止"的原則。7、定期對工作面的煤層厚度情況和煤層結構情況進行實測,掌握工作面的煤層情況,確定工作面的層位控制和單位采放量。8、加強工作面工程質量管理,動態達標。第七章安全技術措施第一節一般規定1、堅持"安全第一,預防為主"的方針;堅持做到"不安全不生產、措施不落實不生產、隱患不排除不生產"。2、各工種必須遵守<煤礦安全規程>、<煤礦工人技術操作規程>和本工作面<采煤作業規程>中的有關規定,按要求正確作業。嚴禁違章指揮、違章作業、違反勞動紀律,做到"三不傷害"。3、所有上崗人員都必須持證上崗,嚴格執行崗位責任制,現場交接班制、設備維修制、質量驗收制、事故分析制,安全隱患排查制度。各崗點要認真填寫記錄。4、工作面回采工程質量符合<煤礦安全質量標準化標準>的各項要求,做到動態達標、安全生產、文明生產;對不合格的工程質量及存在的問題,及時整改,達到標準。5、所有上崗人員上崗前都必須學習本規程,學習后人人簽字并進行考試,不合格不得上崗。6、加強工作面各種設備的管理,要按照設備完好標準進行檢修和保養,保證設備處于完好狀態。所有設備的安全設施,都必須按照其自身安全要求使用,正確使用,在生產過程中,發現問題立即處理,處理后再恢復生產。7、進入