焦煤井综采工作面作业规程321
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焦煤井1521综采工作面
回采作业规程
工作面名称: 焦煤井1521综采面 井 口: 焦 煤 井 施 工 队: 焦煤分公司综采队 编 制: 焦煤分公司安生部 提 报 日 期:2006年4月10日 预计开工时间:2006年4月25日
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焦煤井综采作业规程会审意见
时间:2006年4月26日 地点:机关三楼会议室
参加人员:李如明、陈建杰、李明、毛新红、王保群、张明涛、马元柱及焦煤分公司有关人员。
1521综采面地质条件变化较大,煤层倾角从下到上逐渐变大,顶板裂隙发育易破碎,工作面淋水大,煤层平均厚度4米,中部采高不超过4米,端头采高控制在2.8—3.2米,初次放顶期间50米范围内采高控制在2.8—3.0米。 1、 风量小,重新计算。 2、 梁端距300mm。
3、 上下端头采用铰接顶梁配单体柱三排支护,下端头采用铰接顶梁配单体柱五排支护,
上端头够0.8米加一排支护;超前支护20米,双排支设巷道。 4、 现场维修必须有带班队长现场指挥。
5、 采煤机司机原则上用遥控控制,必须站在支架内,采煤机作业时,非机组人员离开
15米以外。如工作面移架、拉架、机组割煤出现飞矸立即制订专项措施。 6、 倾角不一样,分开写单体柱迎山角。
7、完善各系统图:通风、供电、通讯、运输、设备布置、排水、供水系统。计算排水能力。
8、将上下端头支护和上端头30度坡度范围内作为重点支护。 9、完善绞车、电瓶车、转载机的管理措施。 10、割煤速度要控制在2m/min以内。
集团公司生产技术部
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二〇〇六年四月二十六日
第一章 工作面概况及开采技术条件
一、工作面位置及范围:
焦煤井1521综采工作面位于焦煤井北翼5#煤层,东以第五勘探线为界;西以第六勘探线为界,1521运输巷水平标高+1753.1m---+1768.9m,1521回风巷开口水平标高+1823m。本工作面地表为荒山,无河流及公路通过,设计停采线距1521行人上山上转盘50米。 二、工作面参数
工作面平均走向长度为786米;平均倾斜长度:141米(136米~145米);煤层平均倾角:23o(15o~30o);煤层总厚度:平均4米;煤的容重:1.35t/m3,煤层构造简单。
三、煤层赋存情况
该煤层赋存主要受褶曲影响较大,煤层走向近东西,略向南倾斜,煤层中部走向起伏变化较大,其煤种牌号为QF煤,其工业储量54万吨,回采储量为45万吨。 四、煤层柱状图 时代分组柱状图厚度名称5#老顶直接顶岩性粗砂岩中砂岩 含砾粗砂岩 19.9 侏罗统 下八道弯组1.63 4.05#煤煤层1.35#煤层底板碳质泥岩细砂岩0.9直接底 JIb14.86#老顶粗砂岩五、水文特征及地质
根据焦煤井综采工作面1521工作面运输巷、回风巷的施工情况来看,本工作的涌水量主要受第四系含水层及上部冲积层积水的影响,回采期间加强排水工作。
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该工作面范围内地层属单斜构造, 工作面上部倾角变大,两巷及切眼煤层裂隙较发育,局部地段十分破碎,可能对回采有一定的影响。 六、瓦斯、煤尘、自燃发火性
(1)瓦斯:含量较低,绝对瓦斯涌出量0.69m3/min;
(2)煤尘:有爆炸危险性,在生产工作中做好降尘工作,定期冲洗巷道。 (3)煤的自燃性:根据自燃倾向性鉴定报告5#煤层有自燃倾向性。
第二章 采煤方法及巷道布置
一、采高的确定
根据采煤机截割滚筒直径、液压支架有效支撑高度、煤层煤质变化,确定最大采高不超过3.5米(上下端头各15米范围内采高控制在2.8~3.2米),见顶留底采煤。 二、采煤方法
采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤工艺。
深孔超前预爆破全部垮落法处理顶板。正常回采时保证超前爆破已放过的炮孔距煤壁不少于50米。 三、巷道布置方法
焦煤井1521综采工作面运输巷在5#煤层中自轨道上山向西沿顶掘进,全长795米,其回风巷全长783米。工作面开切眼为伪仰斜(4o~6o)布置,整个巷道见顶留底。巷道断面及支护形式:
该工作面1521回风巷采用斜梯形断面,锚网支护,下帮净高2.6m,净宽3.6m,净断面S=12m2;1521运输巷采用斜梯形断面,锚网支护,下帮净高2.6m,净宽4.2m,净断面S=13.6m2;开切眼采用矩形断面,锚网锚索联合支护,净高3m,净宽8.6m,净断面S=25.8 m2。
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第三章 生产系统
一、运输系统
工作面→1521运输巷→中部运输下山→1522运输巷→区段煤仓→主井→地面煤仓 二、运料系统
5#材料下山→1522回风巷→1521轨道上山→1521回风巷→工作面 三、通风系统
1、根据矿井通风能力核定有关规定计算:
工作面基本风量:Q基本= Q基本=L控顶距·H采高·0.7×1×60
=4.5×3.5×0.7×1×60=662 m3/min
Q采= Q基本×K采高×K采面长×K温, m3/min
式中 Q采——采煤工作面实际需要的风量, m3/min;
Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量, Q基本=工作面控顶距×工作面实际
采高×工作面有效断面70%×适宜风速(不小于1 m/s )m/min;
K采高—回采工作面采高调整系数取1.1,m/min;(按最大采高计算,调整系数按1.1计算)
K采面长——回采工作面长度调整系数取1,m/min; K温——回采工作面温度调整系数取1,m3/min;
Q采= Q基本×K采高×K采面长×K温=662×1.1×1×1=730 m3/min 2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算: Q采=60×V采×S采=60×1×15.75=945m3/min
式中 S采——采煤工作面的平均断面积,m2; V采——采煤工作面的风速取1,m/s。
3、按回采工作面同时作业人数计算需要风量:每人供风不小于4 m3/min: Q采>4×N=4×60=240, m3/min 4.按瓦斯涌出量计算
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Qwi=100×Qgwi×Kgwi
式中:Qgwi--工作面瓦斯绝对涌出量0.69m3/min. Kgwi--工作面瓦斯涌出不均备用风量系数,一般取Kgwi=1.2-1.5,取Kgwi=1.4 Qwi= 100×0.63×1.4= 98m3/min 5、按风速进行验算:
15S S——工作面平均断面积 根据以上计算确定工作面风量取Qwi=1000m3/min 6.通风系统 新鲜风:副斜井→1720进风石门→1522运输巷→中部运输下山→1521运输巷→工作面。 乏风:工作面→1521回风巷→1521回风上山→1522回风巷→1790回风巷→风井→地面 7、地面防漏风:由于1521工作面距地表较近,在工作面回采期间,加强工作面上下顺槽测风工作,若发现工作面上下顺槽风量相差较大,必须制定措施进行处理。 四、通风系统及供电系统图见后附图 五、排水系统 1521工作面因受第四系含水层及上部冲积层的影响,并根据现在未回采前的涌水量情况,预计工作面放顶后涌水量很可能增加,工作面排水主要靠1521运输巷下帮的水沟将水排至1521运输巷临时水仓,使用3台MD型多级耐磨离心泵(型号MV155—67×2, 流量155m3/h,扬程134m)通过两趟Ф108管路就近从小井排出地面。加强水泵日常检修及涌水量测量工作,若工作面回采期间正常涌水量超过所设水泵排水能力,必须立即停止回采,采取措施进行处理。 排水路线:1521工作面→1521运输巷水沟→1521运输巷临时水仓→1522回风巷→5#材料下山(小窑)→地面。 如果临时水仓满足不了工作面排出水量,应将水通过排水眼放到1522回风巷临时水仓, 6 通过水泵排到地面,缓解1760临时水仓排水困难问题。 六、顶板动态监控系统:工作面上下端头每隔5个单体柱安设一台矿压仪,工作面从5#开始每隔10个支架安设矿压仪表对顶板压进行观测,及时掌握顶板动态变化。 七、通讯:为便于采煤工作面及上下顺槽及对外联系方便,在上下顺槽距煤壁推进线50米左右各装设一部矿用井下防爆电话,另外还在下顺槽转载机、上顺槽设备列车及工作面支架安设防爆型通话机。 第四章 回采工艺 回采工艺采用分段追机移架作业,两采一准。 工艺流程:交接班(班前准备)→开机、端头斜切进刀割煤→移架→推移输送机→由机头回返斜切进刀割煤→移端头支架→割煤→移架→推移输送机→移端头支架→清理工作面。 一、落煤:使用MG400/920 QW双滚筒采煤机落煤 二、装煤:装煤主要靠滚筒螺旋叶片,把大部分煤直接装入输送机,少量的浮煤利用铲煤板在移输送机时铲装入输送机内。 三、运煤 工作面使用SGZ—800/2*400型刮板输送机,一台SZZ—730/110型转载机和一台SSJ—1200/2*90型皮带输送机,运到中部运输下山,至1725运输巷到阶段煤仓,再由主井皮带运至地面。 四、顶板管理 1、回采工作面顶板支护状况 工作面由96架ZZ5800—22/43型支撑掩护式液压支架支护顶板,采用及时支护,其中上、下端头各有3组过渡支架,追机移架方式,先拉架后推溜(距采煤机后滚筒5米拉架,12—15米推溜),不能大于15米,不能小于12米,支架拉到位梁端距控制在300mm。 工作面支架主要参数: 7 支架型号:ZZ5800/22/43 支架高度:2.2~4.3 支护工作阻力:5800KN 采煤范围:2.6~4.1 m 支架宽度:1.4~1.6 m 支护强度: 0.84mpa 支架重量:24T 支护初撑力:5235 KN 操作方式:邻架操作 泵站压力:31.5 mpa 2、回采工作面顶板支护强度的验算: P=K·M·R·g =5×4×2.5×10= 0.5 Mpa 式中:K——系数,一般取4——8,根据工作面顶板情况取5; M ——采高,取最大值4米 R——岩石容重2.5t/m2 g----9.8KN/kg 因P顶板=0.5 Mpa 经验算支架的支护强度能够满足顶板支护的要求。 3.工作面支架必须保证良好,有完善的防倒、防滑装置,随时调整支架,保证支架前梁和顶梁与顶板面接触,其最大仰俯角﹤7°。 4.相临支架间顶梁侧护板错差不准超过顶梁侧护板高的2/3,支架不挤、不咬,架间空隙不超过规定(﹤200mm)。 5.工作面最大控顶距为4.5米,最小控顶距3.9米。具体见工作面布置图。 五、采空区处理 采空区顶板采用深孔超前预爆破全部垮落法管理。 六.端头支护: 选用6架ZZG5800—22/43型支撑掩护式过渡支架支护。对于工作面上端头超过液压支架支护范围的采用齐梁齐柱支护,即三排单体柱配铰接顶梁,对于顶板过于破碎的地段,必须及时加设木垛加强顶板支护质量;下顺槽也采用齐梁齐柱支护,即三排单体柱配铰接顶梁,即五排单体柱配铰接顶梁,对于顶板过于破碎的地段,必须及时加设木垛加强顶板支护质 8 量;上端头采用铰接顶梁梁支护,每超宽0.8米,加一排铰接梁支护。铰接梁采用长1米,单体柱间距为0.8米,排距为1米;下端头也采用铰接顶梁梁支护,每超宽0.8米,加一组铰接梁支护。铰接梁采用长1.2米,单体柱间距0.8米,排距1.2米。其支护作业按操作规程。 端头支护: 上端头下端头 9 综采工作面超前支护示意图1823回风巷1521工作面1760运输巷单位:米七、超前支护 超前支护采用铰接顶梁配合单体柱沿巷道上下帮布置双排,单体柱距巷道上下帮0.8米,上端头柱排距为1米,下端头柱排距为1.2米。超前支护距离为距煤壁推进线20米范围内。超前支护单体柱型号为DZ—2800--3500型单体柱。要求齐梁齐柱正悬臂,按3:7布置;柱与柱之间要用Ф6 mm钢丝绳牵引设为防倒装置,防倒绳绕柱子转一圈,防倒绳绕圈高度:巷道下帮距底板1.5米,巷道上帮距底板1.8米。在顶板不平处,梁上背放小板。 八、初次放顶:本工作面初次放顶采用超前预爆破,为确保回采期间的安全,将采高控制在3米左右;在放顶前,必须认真检查端头及超前支护的完好性,工作面液压支架必须达到规定的初撑力,具体措施见初放规程。 九、循环放顶 工作面正常回采时,保证超前爆破已放过的炮孔距离煤壁不少于50米,循环放顶步距20米,工作面、端头及超前支护的规定同初放,其它具体规定见循环放顶规程。 十、进刀方式 采用端头斜切进刀方式,采煤机从工作面端头处斜切进刀,每次割完全部工作面即一个循环。 10 A:采煤机位于工作面上端头,距采煤机下部15米左右,工作面输送机应推移至煤壁,此 时输送机形成一个S形弯。 B:采煤机下滚筒开刀到70#支架后停机,将80#---96#支架前的溜子推到煤壁。 C:采煤机上行割煤上滚筒割顶煤,下滚筒割底煤,直到滚筒切入煤壁0.6米,采煤机将煤壁割通。 D:采煤机下行割煤,下滚筒割顶煤,上滚筒割底煤直至将下端头煤壁割通,距采煤机上滚筒15米以上的溜子全部推倒位,15米内的为可弯曲段。 E:采煤机上行割煤,下滚筒割到20#后停机,采煤机下滚筒以下15米的溜子为可弯曲段,剩下15米溜子全部推到煤壁。 F:采煤机下行割机头,下滚筒割顶煤,上滚筒割底煤。割通后,采煤机上行割煤。 G:采煤机割过20#后以下的溜子全部推到煤壁。 F:采煤机割通到机尾后,再按上个循环完成第三个循环。 十一、根据工作面现有巷道布置情况,工作面存在不等长的问题,在回采期间,以运输巷上帮为基准,若工作面增长,采煤机有可能割不通回风巷及运输巷,对于这样的情况需要放炮,放炮严格按措施放炮。对于工作面增加的长度超过1.5米的可采用增加工作面溜子长度或拨转载机的方式处理。 十二、综合生产能力的确定 在生产实践中,综采工作面的生产能力是受机组割煤速度及各生产环节配合能力等多方面因素的影响。焦煤井因时新井,考虑到工人的操作水平因素,机组割煤速度不得超过2m/min。计算生产能力暂按机组割煤速度1.5m/min计算,返刀速度按2m/min计算,工作面平均斜长141米,纯割煤需95分钟,按进刀方式及距离计算,割一刀煤需要130分钟,作用方式按“三八”制作业,两班半采煤,半班检修,生产班按8小时计,其中交接班及准备工作为40分钟,收尾工作移架、推溜,其它工序影响约为40分钟。 班割煤(8×60—40-40)÷130=3.1≈3刀 日割煤3×2+2=8刀 日进度8×0.6=4.8m 日生产能力141×3.5×4.8×1.35×0.95≈3000吨 月生产能力3000×21×85%=53550吨 11 年生产能力53550×12×0.85≈54万吨 可采期54÷5.3≈10个月 第五章 劳动组织 一、劳动组织情况 焦煤井1521综采工作面采用“三八”制作业制度,每班作业8小时,一个原班由二个 移架半生产班和半个检修班组成。每天检修时间保持4个小时以上。 作用方式为“两班半作业”,即每日分三个班,每班工作八小时,两班半采煤,半班准备,所以每日出煤时间可达20小时,准备工作达4小时,这样即保证了出煤时间,又有充分的准备时间,三班进行深孔钻眼工作。 工作面以采煤机割煤为主要工序,分工种追机移架作业,各工种实行现场交接班制度。 二、循环图表 12 首采工作面正规循环作业图表一班1401251007550250割煤移架空刀推溜检修1234567891011二班12131415161718三班192021222324 三、劳动组织配备表 岗位 带班队长 班 长 质量验收员 采煤机司机 泵站司机 工作面刮板机司机 顺槽转载机司机 顺槽皮带司机 放炮员 端头工(超前支护) 支架工 修架工 电钳工 一班 1 2 1 2 1 2 2 2 1 4 3 2 7 13 二班 1 2 1 2 1 2 2 2 1 4 3 2 3 三班 1 2 1 2 1 2 2 2 1 4 3 2 3 合计 3 6 3 6 3 6 6 6 3 12 9 6 13 清煤工及送饭工 运料工 放顶工 统计.材料员(业务) 队管人员(技术员) 合 计 5 5 4 1 6 51 5 4 0 35 4 0 30 10 5 16 1 6 116 第六章 主要技术经济指标及提高措施 一、主要技术经济指标 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 名 称 工作面走向长度 工作面倾向长度 煤层倾角 煤容重 煤硬度 煤层厚度 割煤高度 工业储量 可采储量 回收率 日产量 月产量 单位 m m 度 t/m m m 万吨 万吨 % t 万吨 3数 量 786 140 14—300 1.35 3.5 3.8~4.2 3.5 54 45 85 23000 4.1 序号 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 名 称 循环产量 可采期 正规循环率 日出勤 出勤率 工作面效率 在册人数 炸药消耗 雷管消耗 坑木消耗 截齿消耗 乳化液及油脂 数 量 400t 10个月 大于85% 106 95% 11t/工 116 2 m3/万吨 10个/万吨 千克/万吨 二、机电设备一览表 序号 1 2 3 4 5 7 8 9 10 名 称 采煤机 液压支架 刮板输送机 刮板转载机 破碎机 下顺槽输送机 下山输送机 乳化液泵 喷雾泵 型 号 MG400/920 QW ZZ5800-22/43 SGZ-800/2*400 SZZ-730/110 PLM-1000 SSJ—1200/2*90 SSJ—1200/2*90 VRB-250/31.5 WPZ-320/60 14 单 位 台 架 台 台 台 台 台 台 台 数 量 1 96 1 1 1 1 1 2 1 备 注 其中过渡架6架 11 12 13 14 15 16 深孔钻机 煤电钻 单体柱 乳化液箱 上仓皮带 N1512运输巷皮带 SKZ-120A MZ-1.2 QDZ-2800 Q RXZ200/16A SSJ-1200/90 SSJ—120/2*90 台 台 根 台 台 部 2 2 150 1 1 4 三、提高煤质及回采率措施 严格执行公司制定的各项煤质管理制度,加强顶板管理,减少灰分及矸石含量,控制好采高,严禁割顶板;控制水分,严禁用水冲煤,杜绝出水煤;全面提高回采率,使回采率保持 85%以上。全面推行质量标准化、安全创水平活动,实行工程质量验收制度,推行全面质量管理,提高工作面工程质量,队上成立煤质工程质量管理领导小组,加强管理。 A、煤质管理: 1、推行正规循环作业, 提高工作面工程质量。 2、加强工作面顶板管理,防止局部冒顶、漏矸。 3、严格控制水分,采煤机停机时,关闭喷雾,加强支架检修工作,防止支架漏液,保 证各转载点及破碎机的喷雾装置完好。 4、加强拣矸,防止大块矸石等杂物混入煤中。 B、 工程质量管理: 1、加强采煤机司机培训,要求底板割平整,煤壁割齐、直,不得出现割顶、底现象。 2、提高支架工操作水平,移架要做到快、够、正、匀、直、紧、净、严,即“快”—移架要及时迅速,做到少降、快拉;“够”—移架步距够;“正”—操作正确无误, 支架要定向前移,不上下歪斜,不前倾后仰;“匀”—平衡操作,支架间距保持均匀;“直”—推溜移架要确保三直一平;“紧”—及时移架紧跟采煤机,支架顶梁紧贴顶板, 保证初撑 15 力;“净”—架前内浮煤矸清理干净;“严”—架间空隙要挡严 3、支架排成一条直线, 支架不咬、不倒,无明显错差。 4、超前支护打成直线, 单体液压支柱初撑力符合规定。 5、两巷物料运到指定地点,码放整齐,并有标志牌,保证上下出口、行人畅通。 6、输送机推成一条直线,50米范围内偏差不超过200mm,弯曲段长度不小于15m,控制伪斜度为4——60防止输送机上、下窜。 7、电缆、支架管路悬挂整齐。 8、加强支架维护检修制度,做到五检:班随检,日小检, 周(旬)中检,月大检,季(年)总检,遵守维护规程及时排除故障保证设备完好。 9、保证设备上煤尘清理干净,做到文明生产,开关台台上架,牌板悬挂齐全。 10、实行工程质量验收制度,推行全面质量管理,跟班队长、班长、验收员对当班工程质量全面负责,并做好记录。 第七章 各工种技术要求及安全措施 一、一般规定 1.组建好综采队,调集焦煤井有一定文化水平、业务技术和思想作风好的操作维护工人充实综采队伍。并加强技术培训、操作技能培训。 2.建立健全各项规章制度,贯彻到现场安全生产管理。 3.所有人员必须牢固树立安全第一的思想,严格执行“三大”规程及其它有关安全规定,熟练学习掌握操作技术,持证上岗,严格执行岗位责任制等各项管理制度。 4.严禁任何人违章指挥,违章作业,任何人都有权拒绝及制止违章指挥及违章作业。 5.工作人员进入工作地点后,必须检查工作范围内的顶帮及支护情况,每班开工前,班长 16 要对整个工作面的安全情况做全面检查,发现问题及隐患要及时处理,做到“不安全不生产,安全后再生产”。 6.若需要进入煤帮作业时,要闭锁输送机开关,并与司机保持好联系,作业完毕方可送电开机。支架的护帮板应伸出护帮,有偏帮危险区域必须用板梁贴于煤帮,用护帮板升紧顶住,在距采煤机5米范围内作业时,必须将机组隔离手把打到零位,脱开离合器。 7.输送机司机应错开机头2米,以便于观望的位置操作,不准正对机头,若发现问题及时处理。 8.严禁乘坐刮板输送机、皮带输送机、转载机,横跨运输设备必须走过桥。 9.支架工移架时,所有人员不得从正在前移的支架下方通过,清理浮煤工不得在移动支架下方5米范围内作业,遇顶板破碎移动支架时下方10米范围内严禁有人。 10.保证工作面上、下行人安全出口畅通,其宽度不得小于0.7米,高度不得低于1.8米,否则架过桥行人,若有特殊情况另补充措施。 11.采煤机作业时,非机组人员应离开滚筒上下15米之外,防止滚筒甩煤伤人,采煤司机应站在支架里,遥控操作。 12.为保证支架的初撑力,乳化液泵站压力定为31.5Mpa,支架初撑力为5235kN,如发现泵站压力过底或没有,必须及时处理。 13.加强顶板动态监控,及时提供矿压分析数据,支架测压仪器每10米装一组,回风巷及上隅角安装监测瓦斯传感器。 14.工作面回风巷泵站及运输巷转载机附近5米范围内必须安装矿用防爆电话,并和地面井口调度站总机相通,确保通讯畅通。 15.工作面支架必须全部编号管理,如出现号码不清或没有应立即重新编写。 16、工作面如果出现飞矸现象,必须立即制定相关防飞矸安全技术措施,防止飞矸伤人事故发生。 17 二、端头工安全技术措施 1.端头作业时,作业人员必须由专人负责,观帮观顶,严禁单人作业,确保安全。 2.支柱要支在实底上,并有一定的迎山角度;根据工作面上下端头煤层倾角变化较大,下端头迎山角度确定为2---3度,上端头迎山角度为4---6度(迎山角度为煤层倾角的六分之一至五分之一),支柱要升紧打牢,遇到软底时,支柱必须穿鞋,贴帮柱必须贴帮支设,并背实,严禁使用漏液柱。 3.上、下出口支护必须使用单体液压支柱配铰接顶梁支护。支护必须齐梁齐柱,支柱必须迎山有力,戗柱必须有成排有力,其顶部要刹实背严。 4.替换支柱要及时,必须先支后回,并要求必须有代班队长现场指挥、监护。 5.对使用的单体液压支柱必须仔细检查,杜绝用不同类型或损坏的单体柱,且必须拴好防倒绳,遇特殊情况使用单体柱顶支架时,用单体柱柱头顶大立柱柱体,柱头和柱体之间必须加木板,严禁顶柱头。用单体柱顶大立柱柱体时,将注液枪用扎丝捆绑好,人员撤至三 架以外安全地点,用片阀操作。 6.单体柱不用时,必须将活柱收完,防止搬运过程中损坏活柱。搬运时必须轻拿轻放,严禁野蛮操作。备用的单体柱必须集中靠在巷道下帮且挂牌管理,不能影响行人,备用的金属网必须集中靠在下帮且挂牌管理,不能影响行人。 7.回风巷运料坡度小于70时,可人力推车;当坡度大于70时,严禁人力推车,所有车辆使用绞车或电瓶车拉运。运料时必须制定相关的安全技术措施,材料车运行时,两侧严禁有人。 三、采煤机司机 1.采煤机司机必须经过培训,掌握采煤机的结构原理及故障处理方法,熟悉操作的有关规定,并持证上岗,司机必须随身携带便携式瓦斯报警器。 18 2.开机前,必须检查各部件连接螺丝是否齐全,紧固,各手把按钮、旋钮是否灵敏可靠,在符合要求一切正常的情况下开机试转20—30分钟,各部件机械运转正常,距上下滚筒15米范围内无人(杂物)时,方可发出开机信号,正式运行。 3.割煤时,司机应随时注意上下滚筒的高度,严防割支架前梁及铲煤板,为确保工作面“三直一平”,卧底量控制在0.15米,采高控制在2.8—3.5米。 4.采煤机司机操作采煤机原则上采用遥控器站在架内操作,随时注意观帮煤及滚筒甩煤(矸)伤人,如遥控器失灵,应采用采煤机主控板操作,但必须制定相关安全技术措施。 5.停机检修或有人员到采煤机下滚筒下面的工作面作业时,采煤机双滚筒必须着地,同时断开离合器,切断采煤机和工作面输送机电源,并严格按照人员进入机道安全技术措施施工。并要求必须有代班队长现场指挥和有专人监护。若采煤机停在工作面超过50米,必须要在距采煤机上部5米范围内设两道可靠的挡矸帘,并设专人在挡矸帘前监护,防止上部 有大的煤块滚下或飞矸伤人。 6.停机前,先将采煤机回退至空载位置,采煤机调向时必须缓慢旋转换向手把调向,然后再把调速手把打到零位后再停机。 7.采煤机停止割煤时,双滚筒必须着地,离合器必须断开,运闭按扭必须按下去。 8.看电缆工必须确定电缆在电缆槽中平稳移动,禁止电缆在电缆槽外滑行,防止电缆迅速下滑或被挂断。在紧急情况下按规定的信号停采煤机和工作面输送机,进行处理。如果发现大块煤或矸石滚落,应立即采取躲避措施藏到挡矸帘或支架里。 9、启动采煤机时,必须先通冷却水后再启动电机,严禁断水使用。当电动机常时间运转停机后,不要马上关闭冷却水,等过上10分钟后再关闭冷却水。 10、采煤机割煤速度严格控制在2m/min以内,根据实际生产情况,若提高割煤速度必须提 19 交专题报告报集团公司及有关部门。 四、支架工(移架、移溜): 根据以决定的及时支护方式,其操作步骤如下: 采煤后→立即将护帮板打出→拉架时先收侧护板及护帮板→降架→收底调梁→移架→伸底调梁→升架→侧推千斤顶上腔停止供液→推溜护帮打出 1.支架工必须经过正式培训,掌握支架原理操作知识并能熟练准确地按操作规程进行各种操作。 2.推移支架前,必须检查煤壁、底板有无异常情况,支架阀组、管路、立柱密封是否完好,推移千斤顶与溜子联接是否牢靠,有无咬架、挤架现象。同时清净架前杂物和浮煤,其它人员不得在架前下方停留,确认无问题后方可移架。 3. 移架时利用拉线,使移后的支架成一条直线。移架时,带压擦顶,少降快移,并利用好侧护板、防倒、防滑装置,防止出现倒、挤、咬现象,并观察架间管线防止受挤、受拉。 4、支架出现窜、漏液时应及时处理,严禁带病操作,禁止单腿销、铁丝销和无销现象。 5、底板和顶板的推移空间内保持干净,这样才能不防碍推移装置工作和顺利的推移输送机。 6、移架要移够规定的步距,移架后重新升架时,为了防止被前架和临架咬架、下滑、倾斜,要使用调架装置和侧护板尽快调直支架,并使顶梁底座和邻架的顶梁底座平行对齐。保证支架齐、直,受力方向垂直顶底板。 7、移架时,操作人员面向煤壁,防止崩销伤人。 8、移架距采煤机后滚筒控制在15m左右。煤帮片帮严重时,应伸出护帮板及时移架。 9、升架必须使支架达到规定的初撑力与顶板严密接实,支架操作完毕后,必须把操作手把复零,严禁他人乱动手把。 10、在推移输送机之前要确保液压支架立柱达到预定的初撑力,支撑在顶底板之间,使支架在顶底板之间有足够的锚固力。 20 11、推溜距移架10-15m,由下向上顺序推移,输送机弯曲段不得小于15m,推溜阻力过大时,应找出原因,及时处理,不能强行硬推,不得在采煤机10m范围内推溜。 12、移溜时,本架、邻架顺序操作,推移输送机时,必须在溜子运行中进行,但停机时可推机头、机尾。 13.移架时相邻支架前梁护帮板必须升紧,片帮煤严重时应超前移架,移过后的支架升柱时,要把手把打在“升柱”位置上,停留几秒钟,以保证达到初撑力。严禁相邻两组支架同时降架。 14.割煤后液压支架必须支撑已暴露的顶板,防止潜在的冒顶危险;移架时必须是邻架操作,被移支架下方严禁站人。 15.顶板破碎掉渣严重时,应带压擦顶移架。利用单体柱辅助移架时,单体柱顶爪必须保证受力均匀,人员躲在安全地点利用片阀操作注液。 16.护帮板必须紧贴煤壁,以达到防止偏帮效果,液压支架前移时,必须把一级护帮板完全 收回,决不能在升出的护帮板顶住煤壁的情况下依架,否则会造成护帮板千斤顶和铰点耳板严重损坏。 17.定期清理支架操作指示牌,确保清晰,以防止任何误操作造成事故。 五、支架、运输机、采煤机的三防措施 该工作面的煤层倾角最大处有32度,因此在回采过程中,应注意支架、输送机、采煤机的防倒、防滑、防护。具体措施如下: 1.一般情况下,工作面仰角按4—8度回采,并根据输送机上窜下滑量及时调整伪倾斜角度,保证工作面输送机机头超前机尾在4—10米范围内。 2.采煤机割煤停止时,上、下滚筒全部落地后方可停机。 3.工作面移架时,邻架推移千斤顶应保持在推溜状态,移架时要做到随移随调,一次到位。严禁同时降相邻两架。 21 4.下端头1#支架至3#支架装上防倒千斤,支架尾部装设防倒防滑千斤顶。 5.应充分利用防倒、防滑千斤顶,调整好支架。 6.为避免倒架,必须做到采高不超高,保证支架顶底板平整,升降架时,随时注意相邻支架间接触情况,发现咬架、倒架应及时处理。 六、煤电钻管理措施: 1、工作面煤电钻必须使用综合保护装置,使用前检查煤电钻零部件是否齐全牢固,插销是否完整,旋转方向是否正确,开关是否灵活,如发现异常情况,应立即切断电源进行处理,使用前要对煤电钻进行试运转,并进行一次跳闸试验。 2、电缆接头要严密结实,发现煤电钻、检漏装置有故障或绝缘降低时,应立即停电处理,修复后方可送电。检漏装置应灵敏可靠,严禁甩掉不用。 3、认真检查钻杆有无弯曲和损坏,如有弯曲或损坏,必须及时更换,同时应把钻头上牢。 使用煤电钻时,应当用手提着把手将煤电钻送往工作地点,禁止顺底板拖着走,不准用输送机拖拉电缆。 4、打眼过程中,发现眼内涌水,温度突然升高或降低,风量不足,瓦斯超限,电缆漏电等危险时,应立即停止工作,切断电源,向值班人员汇报并处理。 5、打眼结束后,应将煤电钻电缆线、钻杆及时收回,将电缆盘好,放在距工作面10m以外的安全地点,并切断电源。 七、工作面刮板输送机 1、机头、机尾安放要稳妥,各部位联接螺栓要坚固, 减速箱油位合适,油质合格,刮板不漂链。 2、开机必须先开水,停机后再停水。开机前应空机试运转,使刮板链回转一周,刮板链松 22 紧均匀适宜,机链轮灵活,凡联接环螺栓、刮板及销链有缺损或歪斜的,都必须停机进行处理。 3、输送机启动前必须发出信号联系,输送机信号为一声停两声开,得到回复信号后,再发启动信号,开启防尘设施,然后间断点动,确认无异状后,才能正式启动。司机必须注意信号,一旦出现问题立即停机。 4、不准超负荷启动,因过负荷不能正常启动时,连续启动,不得超过五次,每次时间不超过10s,输送机运转平移无异响和振动。 5、输送机中有大块矸石、木料时,应及时停机捡出,大链出槽、漂链和输送机槽拱起时,必须停机处理。遇有断大链,槽体激烈跳动,电机、电缆过热等危及安全运转的意外情况时,司机必须立即停机,迅速汇报,并处理。 6、严格执行本作业规程规定顺序及《操作规程》进行移溜,严禁任意分段式乱移。 7、移溜时,溜子弯曲段不得小于15m,推溜距采煤机后滚筒距离不小于15m。 8、溜子移不动时,应找原因处理,不能强行拉拽,若因煤壁、石块、浮煤阻碍时,应及时停机进行处理。清理时,人员应注意顶煤和煤壁的变化情况,严防顶煤掉落或片帮碰伤人员,若在顶煤松软破碎易冒落或片帮严重时,必须采取措施处理安全后才可以进行清理工作。 9、溜子司机要做到“四勤”:勤检查、勤注油、勤清理、勤检修,发现零部件操作坏时,应及时更换。 八、转载机: 1、每天进入工作面后必须有电钳工对转载机开关、线路做仔细检查。 2、对于转载机范围的文明生产必须有专人打扫。 3、操作时严格按照三大规程执行,严禁出现“三违”。 3、转载机开启前必须有钳工对平时经常松动的部位做紧固工作,并检查其零部件是否齐全, 23 如果缺少,应立即进行处理,等一切就绪,再由带班人员做开启前检查后,将冷却水开启。 4、开转载机时必须由经过专训人员持证操作。 5、开启前必须先给皮带机头打开启信号,等皮带开启后再开始开转载机。 6、开转载机前必须由带班人员对所开启设备的范围做仔细检查,将所有无关人员全部撤到安全地点。 7、操作时必须按照规定给溜子机头打开启信号,等对方回过信号后方可点动开启。 8、开启时必须点动开上三次后,再正式将转载机开起来。 9、如果半途中出现转载机有异常情况,应立即切断电源,并进行处理。 10、转载机上严禁堆放任何杂物,如过转载机出现压死现象,应由带班人员带头对其进行有效处理。 11、转载机严禁出现过负荷长时间运转,对电机、减速器要定期进行保养。 九、皮带运输机 1、皮带司机必须经过培训,考核合格后发证,上班时必须持证上岗。 2、皮带司机到达皮带机头时,先电工对所使用的开关按扭做仔细检查,等一切完好后,再由钳工对减速器是否缺油进行检查,之后在把自己管辖范围内的文明生产搞好,尤其为转动部位的浮煤。 3、对于皮带检修人员,到达皮带处时,必须对电机、直托辊、三节托辊进行全面检查,如发现有坏的或不转的应及时更换,严禁皮带带病运行。 4、检修完毕后先对皮带进行试运转,观看皮带运行是否完好,皮带是否跑偏,如有问题立即整改。 5、试运转时如果本条皮带无煤时,可直接向皮带机尾打开启信号,等机尾人员发出开启信 24 号后,皮带司机在回一次开启信号,点动开启。 6、如运转中出现问题应及时处理,严禁皮带带病运行。 7、如果皮带开启后,严禁人员乘座;横跨皮带时应走过桥。 8、皮带运行时,禁止人员清煤或换托辊。 十、单体支柱及铰接顶梁: 1、支柱支设前,必须检查零部件是否齐全,支柱有无弯曲凹陷,顶盖变形、缺爪、漏液等不合格的支柱不得使用。 2、工作面使用单体液压支柱的高度,应与工作面采高相适应,支柱的最小高度要保证活柱的伸出量不小于顶板最大下沉量50mm,支柱最大高度不得小于采高,严禁超高支设支柱。 3、保证单体液压支柱有足够的(标准化规定不小于90KN)初撑力,乳化液泵站和液压系 统完好,不漏液。 4、禁止将支柱打在浮煤或浮矸上。 5、使用金属铰接顶梁时,水平楔必须用小链拴住,防止顶板来压,水平楔甩出打人,造成事故。顶梁的圆销子和水平楔必须用专用。 6、金属铰接顶梁不得有两根及以上不铰接。 九、打眼放炮注意事项 1.打眼前必须严格执行“敲帮问顶”并详细检查有无瞎炮,如有瞎炮应在班长的指挥下,认真处理。距瞎炮至少0.3米处重新打与瞎炮平行的新炮眼,重新装药放炮,严禁手拉镐刨处理瞎炮。严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制放炮制度。 2.放炮前,班组长要组织人员在工作面运输、回风巷距爆破点100米以外的安全地点设岗,撤除警戒线内一切人员,防止人员误入放炮区域。放炮母线长度不小于100米,不用时应扭结短路。放炮点设在进风侧距爆破地点100米以外的安全地点,放炮后待炮烟散尽后由 25 1、 工作面所有作业人员必须进行防飞矸措施和避险措施的培训,熟悉作业场所防止飞矸 的措施。 2、 严格执行交接班制度,带班队长必须把工作面情况及时准确地向下一班次进行说明, 特别是巷道支护情况、顶板压力情况。 3、 生产技术部必须做好矿压监测工作,发现工作面压力显现严重,及时通知综采作业区。 4、 工作面每隔从70#支架以上每3架挂设一道挡矸帘,液压支架横向挂设挡矸帘,。材料: ?6mm钢丝绳网子或4000×2000mm尼龙网,上部悬挂在液压支架上,下部固定在工作面刮板输送机上,网子必须用卡子固定好。 5、 挂网子时,必须提前做好准备工作,将支架升紧,护帮板全部拍出。 6、 挂网子必须设专人做好观山工作,并将所需材料准备齐全。 7、 工作时,必须站稳扶好,防止工作面坡度过大,下滑伤人事故发生。 8、 人员工作时严禁上方任何人动支架或放炮等一切危及下方人员工作安全问题。 9、 工作时必须要有带班人员进行现场指挥,安全员现场监督。 10、 11、 网子挂好后,要做好网子挂破或被他人损坏防护工作。 采煤机司机必须严格控制采高,保证工作面采高为3米,采煤机司机严禁在支架 保护之外操纵采煤机,必须遥控器进行操作。 12、 人员通过下出口或上、下处理工作面输送机或转载机机尾故障前,必须停止工作 面输送机、采煤机和转载机,并停止工作面拉架、清浮煤等工作,观察壁前有无片帮煤矸下滑,及时对工作面进行敲帮问顶工作,确认安全后人员方可上下和处理故障。 13、其它有关临处理工作面输送机、转载机机尾和处理工作面内事故时,必须有专人监护;在作业地点上方5米左右打2~3根单体液压支柱,单体液压支柱用铁丝拴住支架顶梁上,防止倒柱伤人,立柱迎山角度60,用厚度不小于10mm半圆木接顶,并在立柱上挂设用?6mm 31 的钢丝绳编制的网孔规格为80×80mm的挡矸帘,挡矸帘宽度必须超过工作面机道宽度。 13、 液压支架间浮煤清理时必须和采煤机司机、拉架工联系好,清煤前,首先观察附 近的安全情况。液压支架移架时,下5架范围内严禁清煤,当采煤机下行割煤时,采煤机通过后,必须先将割过的煤壁护帮板全部打出,且不能距采煤机过近(超过2个支架),然后再开始在上边清煤。 14、 清煤时必须时刻注意上边是否有煤块或矸石从上边或架间滚落,如有应立即撤到 支架里。对存帮上或架间存在而不下来的,要采用先处理在清煤的方法进行管理。 15、严格控制工作面伪斜角度为50~80。 16、工作面上方作业人员发现煤壁片帮及飞矸,必须及时利用喊话器或大声呼喊发出警告,下方作业人员必须及时躲避。 17、安监员、综采队带班队长必须现场监督,发现工作面隐患及时处理。 18、机尾扩帮爆破与割煤严禁平行作业,大块煤必须砸碎后方可进入工作面溜子。 十五、其它有关临时措施: 1、工作面溜子上窜下滑和断链处理措施 A、防止工作面溜子上窜,处理措施就是适当加快工作面机尾推进,使工作面溜子下滑到正常位置。防止工作面溜子下滑就是适当加快工作面机头推进,使工作面溜子上窜到正常位置。 B、当工作面溜子上窜或下滑时,要及时调整支架,使支架底部与工作面溜子垂直。 C 、正常情况下工作面溜子从下向上推移,并打好机头机尾压柱。 D、如果工作面溜子发生断链,首先应立即停止设备运转,找到断链位置,然后检查断链处及其上部15米范围内支架支护的顶帮情况,并在断链位置上部3米处设置两道挡矸帘,防止在维修过程中上部有煤或矸石滚下伤人。若需要人员在溜子上清理煤时,必须有专人监护,并将停电锁死且有专人负责。 2、采煤机防滑及事故处理 32 A、采煤机割煤前要检查至动系统是否完好。 B、采煤机上要安装能停止工作面溜子的必锁装置。 C、采煤机的防滑装置和停机按扭必须确保灵敏可靠。 D、随时检查采煤机的行走齿轮,溜子销轨是否完好。 E、当采煤机停止割煤时必须要把两滚筒落在底板上。 F、检修采煤机时必须加强敲帮问顶工作,找尽悬矸活石。并在上放设置两道挡矸帘。 H、处理采煤机故障或更换零部件时,必须把采煤机固定在工作面溜子或支架上,防止采煤机维修过程中下滑伤人。工作面下出口不得随意上下人员,人员上下要于检修采煤机人员取得联系。 G、撤下的零部件或大件要搁实并用链子固定好,同时在撤、安的过程中下方不得有人。吊运设备要捆紧栓牢,下放不得有人作业或逗留。 第八章 防尘、防水、防瓦斯煤尘爆炸安全注意事项 一、综合防尘措施 1.保证工作面有足够的风量,以驱散粉尘。 2.各转载点及采煤机上必须配有喷雾洒水装置,并且做到开机开水,停机停水,禁止无水开采煤机。 3.距工作面50米以内的回风巷保持一到两道水幕。上、下顺槽每周至少冲洗一次。 4. 加强工作面作业人员个体防护意识,反进入工作面的作用人员必须佩带防尘口罩。 二、防瓦斯、煤尘爆炸措施 1、工作面严格按通风要求配足风量,避免工作面上端头及其它局部地点瓦斯积聚。 2、加强工作面及其相关地点瓦斯检查力度,发现有瓦斯超限的地方立即停止生产进行处理。 3、工作面上隅角及回风巷移变、绞车硐室等处设专人加强瓦斯监测工作,并根据实际需要安设瓦斯自动监测报警器。 4、定期对巷道洒水、清扫落尘,井下所有电气设备必须达到防爆要求。严禁采煤机滚筒割顶板、割前梁,产生火花,爆破时使用水炮泥。井下需进行电氧焊时,必须有专门的安全措施,严格遵守《煤矿安全规程》中的有关规定。 三、避灾路线(避灾总原则,人员就近从安全路线撤离) 33 1.水灾(避灾原则,人员应往高处走) 由工作面→1521回风巷→轨道上山→1522回风巷→小窑→地面 2.火灾(避灾原则,人员应逆风而行) 由工作面→1521运输巷→中部运输下山→1522运输巷→风井→地面 3.瓦斯、煤尘爆炸避灾路线与火灾相同 4.局部冒顶 从局部冒顶上下段就近撤离到安全地点。 四、安全监测监控系统与工作面照明 1、在运输顺槽、皮带机头、转载机头每隔30米安装矿用隔爆照明灯一盏,工作面每隔5组支架在顶梁下部,前立柱前方安装矿用隔爆照明灯一盏。 2、安全监测监控系统 (1)使用KJ66监测监控系统对工作面进行24小时监测,回风顺槽设置甲烷传感器,报警点为1%。断电浓度设定断电浓度点为1.5%。复电浓度<1%,复电浓度必须在1%以下才能人工复电。(2 )机组司机配带便携式甲烷检测仪。(3 )回风巷两台瓦斯传感器一部应设置在距工作面煤壁10米范围内,距顶板不大于200mm,距巷壁不大于300mm,另一部设在上隅角,即离工作面96支架前立柱上边距顶板不大于200mm,距上帮不大于300mm处随工作面推进移动。(4 )通讯及信号电缆避免同动力电缆悬挂在同一侧,必须在同一侧时,通讯及信号电缆必须挂在电缆以上不小于0.5米处,电缆钩间距不得大于3米。(5 )各类传感受器应加强保护,不得私自移动打开。非监控人员均有保护职责,公司监控人员负责日常维护。(6 )、安全监控设备发生故障或报警及时汇报调度站,等候处理,并撤走该工作面所有人员,只有瓦斯浓度下降到1%以下时,方可进入工作面。(7)、瓦斯传感器必须定期进行调试、标校,每七天必须使用标准气样和空气标校一次。(8)、深孔放大炮时,瓦斯传感器移到安全地点,防止因放炮损坏传感器。放完炮后,再移回原址。(9)该采面的所有瓦斯传感器由当班的放炮员负责移动和保护。(10)断电仪按要求进行设置,当该工作面的任意一个瓦斯传感器发生超限时,立即切断该工作面的所有非本质安全型电器设备的电源,并闭锁。只有当瓦斯浓度下降到规定值以下时自动解锁,方可人工送电。断电仪必须每7天做一次手动断电 34 试验,确保断电仪的动作可靠性。 (11)采面的上隅角悬挂便携仪一台,以便检测瓦斯浓度。 (12)采煤机设置机械式甲烷断电仪,机组司机配备便携式甲烷测报仪。 回采工作面顶板压力估算: P=(n×m×γ×L×cosa)/(kp-1)×R 式中:m—采高,m=4米 n—不均匀安全系数,n=2 γ—岩石容重2.56Kg/m3 L—悬顶距m,取 R—控顶距, α— 煤层倾角 20° 设控顶距与悬顶距相等,即R=l 则P=(2×4×3.6×2.56×103×9.8N/kg×cos20)/(1.6-1)=44.5×104N/m2=0.445Mpa 液压支架单位面积工作阻力为(按最大冒高度充填采空区计算) H=3.6/(1.3-1)=14.8米。 H单位=14.8×2.56×103kg/m2×9.8N/kg=0.037Mpa 根据以上结果表明,工作面顶板压力:0.445Mpa,而ZZ5800/22/43型液压支架支护阻力为5800KN、支护强度0.75Mpa>0.445Mpa。 该支架满足N1512工作面采煤方法的支护要求。 附:泵站压力及支架初撑力计算: 1.采空区冒高14.8m,岩石容重2.5t/m。 2. 单位面积支架应承载压力为: F单位=14.8×2.5=37t=3.7×10N 3.支架应承载的压力 F支架=4.2×1.5×3.7×10=2.331×10N 35 5 6 5 3 实际应承载的压力:F支架′= F支架×1.2=2797×10N 即支架的初撑力定为2800KN 4.每个立柱应承载的压力: F柱=2.8×10N÷4=7×10N 5.泵站应提供的压力: P=F/S=7.0×10N/0.2÷2×3.14 =2.23×10N 泵站压力的确定: 2.23×10×1.2=2.68×10=26.8MPa 故泵站压力确定为:30MPa 乳化液站:UPB-250/31.5型泵站,工作压力:30Mpa。 停采线距离计算: 1. S=S1+b S: 巷道保护煤柱水平宽度 m S1:保护巷道水平煤柱宽度 m b:垂深保护煤柱宽度 m 2. S1 = H: 巷道最大垂深 m M:煤层厚度 m f: 煤的强度等级 f=0.1 =1.5 3. b = h/tgα 36 7 7 7 56 5 3 α::岩层移动角。取75° b = 61/tg75°=16.34m 4. S=S1+b=13.77+16.34=30.11m 故:停采线在轨道上山以西40m处 37 焦煤井首采工作面回采期间供电系统图 BGP--6AK9LBGP--6AK9L3×240 KBSGZY--1250/1140KBSGZY--1250/1140400+400+120KW采煤机1台KBSGZY--1000/660 3×35----2300m 3×70----2300m2×400KW工作面溜子1台破碎机1台 110KW转载机1台 110KW乳化泵1台 160KW喷雾泵站1台 125KW回柱绞车2台 2×45KW皮带机2台 3×90KW离心水泵2台 2×90KW潜水泵1台 45KW 38 焦煤井1521综采工作面通风系统图 +1823水平回风巷 Q=1000S=12V=1.39L=150Q=1000S=10.5V=1.59L=786FBDCZ--No19/185×2风量:42.5--90.5m3/s风压:1166--3417pab主井 轨道上山Q=200S=12V=0.27L=210n材料CQ=2750S=10.5V=4.36L=94风井开切眼Q=1000S=12V=1.39L=790下山Q=1400S=11V=2.12L=1146aQ=300S=11V=0.45L=650副井Q=2250S=12.5V=3L=100 +1760水平运输巷 Q=250S=12V=0.34L=200 kQ=250S=10.5V=0.39L=200l+1755回风巷 j运Q=1200S=10.5V=1.9L=150输下山 1790回 风 巷 m1760石门Q=300S=10V=0.5L=200Q=1950S=12.5V=2.6L=300d一阶段回风石门 Q=1200S=12V=1.67L=1200Q=950S=10.5V=1.5L=150 FF +1725水平运输巷 ie1720石门Q=1050S=10.5V=1.667L=530Q=150S=8V=0.31L=60Q=750S=12.5V=1L=200Q=300S=6V=0.83L=89h火电药缆发排放水硐巷室及回风道中央水泵房Q=750S=10.5V=1.2L=75消防材料库Q=250S=10.5副水仓主水仓中央变电所gfV=0.39Q=250S=10.5V=0.39L=180L=230井底车场 39 采工作面三图一表 1 首采工作面正规循环作业图表一班1401251007550250割煤移架空刀推溜检修1234567891011二班12131415161718三班192021222324 40 1521工作面布置图20m综采面进刀方式图A----A1A12AB----B23800296#95#1823回风巷A----A5600800B94#BBB1综采工作面最大控顶距:4500mmC----CC200B----B5000C21A03#02#AD----D3800DD12最小控顶距:3900mmE----EEE1201#1760运输巷20m焦煤分公司1521综采工作面避灾路线图井+1823水平回风巷 综采工作面道上山轨主 材山下料井风井副 运 输 下+1760水平运输巷 +1755回风巷 1790回 风 巷 一阶段回风石门山 +1725水平运输巷 1720石门说明:1、遇瓦斯、煤尘、火灾避灾路线:2、遇水灾避灾路线:3、遇冒顶事故:就近安全地点躲避。电缆排水巷火药发放硐室及回风道消防材料库井底车场 41
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