矿井通风系统
第一章 概况
一、位置及地形地貌
汝州市神火庇山煤业有限责任公司位于汝州市骑岭乡山王村,庇山矿区的东南隅,行政划分属汝州市骑岭乡。东南距汝州市区13Km ;东距207国道4Km 。南距山王村约1.5Km ,距焦枝铁路王堂火车站3Km ,距S325公路约5.5Km 。有水泥公路通往本矿,交通便利。本区属山前丘陵地貌,总体呈单面山形态,全区地势北高南低,西高东低。矿区北部主要由狼牙山和庇山组成,最高点为庇山。往南缓倾斜于汝河侵蚀面,井口南约400m 处有陆浑大渠、东二干渠,自西向东通过,大张水库位于矿区西南。全区冲沟发育,径流条件良好,这些都有利于大气降水排泄。
13采区位于整个矿区的西北部边界,西临我矿井田边界,南邻我矿12采区12040机巷及12030机巷,北临F5陵头正断层。地面标高+290~+502.50m;地面情况主要为山区,很少涉及地面村庄。采区走向长约2200m ,倾斜宽705m ,根据勘探报告13采区五3煤层面积约为1575760m 2,可采面积为1448334㎡。主采五3煤层平均煤厚1.33m ,煤层平均真倾角为27°,煤层赋存标高在-150~-500m 之间。
二、水文与气象
本区属山前丘陵地貌,总体呈单面山形态,全区地势北高南低,西高东低。矿区北部主要由狼牙山和庇山组成,最高点为庇山。往南缓倾斜于汝河侵蚀面,井口南约400m 处有陆浑大渠、东二干渠,自西向东通过,大张水库位于矿区西南。全区冲沟发育,径流条件良好,这些都有利于大气降水排泄。
本区属温带大陆性季风气候,有四季分明的特点。据汝州市气象
站资料,最热月(7月)平均气温27.3℃,最高气温44.6℃,最冷月(元月)平均气温0.18℃,最低气温-18.2℃。年平均气温14.2℃,年平均绝对湿度12.6mmHg ,年平均相对湿度67.2%;最大降水量1170.9mm ,最小降水量332.8mm ,日最大降水量281.2mm ,年平均降水量653.7mm ,大气降水多集中在7、8、9三个月,占年降水量的50%左右;年最大蒸发量2250.4mm ,年最小蒸发量1421.1mm ,年平均蒸发量1833.24mm ;本区夏季多东南风,冬季多西北风,最大风速24m/s,西北风为主导风向;霜冻期为11月底至翌年3月初,冻土最大深度22cm 。最大积雪厚度0.16m 。
通风与安全
第一节 概 况
一、瓦斯
据《汝州市神火庇山煤业有限责任公司井田地质报告》推断:13采区-200水平以下为沼气带,占13采区可采面积的2/3,煤层瓦斯含量相对-150水平以浅的12采区高。根据五3煤层瓦斯赋存的普遍规律和12采区的瓦斯等级鉴定结果总体分析,13采区煤层瓦斯含量仍属低瓦斯范围。
《汝州市神火庇山煤业有限责任公司井田地质报告》显示13采区开采范围内(-150米水平已深)布置有1236孔(止煤深度748米)和1330孔(止煤深度507米),瓦斯含量分别为:0.24m ³/t、0.47m ³/t。另根据2010年测定12采区下部(测定煤层深度490米)煤层瓦斯基础参数显示:瓦斯含量为0.43m ³/t。根据瓦斯随埋藏深度赋存量增大的一般规律,1236孔的测定数据误差较大,考虑采用井下实测数据0.43m ³/t符合实际。采用此参数大致计算13采区瓦斯绝对涌出量为:0.3m ³/min,证实13采区为低瓦斯范围推断的正确性。
考虑到区内断层的通透性较差,为局部瓦斯积聚提供了可能,断层附近的局部瓦斯集聚区是防范的重点。 二、煤尘
本区为焦煤,挥发分为12.05%,火焰长度30mm ,五3煤为具有
煤尘爆炸危险性煤层。 三、煤的自燃倾向
根据2010年《汝州市神火庇山煤业有限责任公司五3煤层煤层自燃倾向性鉴定报告》,五3煤层属自燃煤层。自燃倾向等级I 自然倾向性容易自燃。自然发火期小于6个月
四、地温
矿井地质报告地温测井资料表明,地温梯度平均2.1℃/100m,证实了该区属地温属基本正常区。经计算13采区底部-500水平地温约为33℃左右,配风时考虑加大配风量降温。
第二节 通风
一、通风方式和通风系统
(一)通风方式
本矿井采用机械抽出式通风方式。采面采用负压通风,掘进工作面采用局部通风机供风。
(二)通风系统
根据开拓布署,一三采区采用原矿井通风系统即由回风井回风,主井、副井进风,矿井通风系统为中央并列式。 二、掘进通风及硐室通风
掘进工作面配备局扇和风筒,压入式通风。-500水平配电硐室采用独立通风。 三、采煤工作面通风
工作面采用全负压下行通风方式。 四、风量、风压及等积孔的计算
计算原则:设计能力为300kt/a考虑。
根据开拓部署,可以划分为通风容易、通风困难两个时期,大体
上,通风容易时期为13采区回采13010/13020工作面,通风困难时期为回采13050/13060工作面。根据矿井接替计划安排,考虑到回采13010/13011工作面时13采区开拓工程已完工,计算采区通风量时不予考虑在内。
通风容易时期矿井总风量按满足300kt/a生产能力时的正常情况,布置2个炮采工作面、1个备用工作面、2个煤巷掘进工作面考虑。
通风困难时期矿井总风量按满足300kt/a生产能力时的不利情况,布置2个炮采工作面,1个备用工作面,2个掘进工作面考虑。
(一) 矿井总风量计算 1、
按实际需风量计算13采区风量
依照《煤矿安全规程》(2010年版),矿井需要的风量按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和进行计算。
1) 回采工作面需风量确定 a 、按最大班作业人数确定需风量 Q 采≥4×N (m 3/min)
式中:N ~采煤工作面同时工作的最多人数,取交接班时50人 则Q 采≥4×50=200(m /min) b 、按瓦斯涌出量确定需风量
Q 采≥100×q 瓦采×k 采通 (m /min)
式中:q 瓦采~工作面的绝对瓦斯涌出量,煤层瓦斯含量一般为
3
3
0.43L/t.r左右(根据2010年测定12采区下部煤层瓦斯基础参数),按每回采采面150K.t/a、330天/年、每天3班、每班4小时瓦斯有效
释放时间、忽略残存量推算绝对瓦斯涌出量为0.54 m /min,计算按0.6 m /min。
k 采通~工作面瓦斯涌出不均衡系数,炮采工作面取2; 则Q 采≥100×0.6×2=120(m 3 /min) c 、按工作面温度计算
采煤工作面空气温度,按23~26℃,采煤工作面适宜风速为1.5~1.8m/s。
Q 采=60×V 采×S 采平均×K C
式中:V 采~采煤工作面适宜风速,1.5~1.8 m/s S 采~采煤工作面平均断面积,4.5 m K C ~采煤工作面长度系数,取1.0
则Q 采=60×(1.5~1.8)×4.5×1.0=405~486m /min d 、按工作面气候条件计算
Q 采=Q基本·K 采高·K 采面长·K 温 (m 3/min) 式中: Q采—采煤工作面需要风量,m 3/min;
Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量,m 3/min; Q 基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)则Q 基本=60×3.6×1.33×70%×1.4=282(m 3/min)
K 采高—回采工作面采高调整系数,按1.33米,取1.0 K 采面长—回采工作面长度调整系数,按120米,取1.0 K 温—回采工作面温度调整系数,按23℃~26℃,取1.5 则Q 采=423(m 3/min) 取450 m3/min
3
2
3
3
d 、按风速进行验算
Q 煤掘≥100×q 瓦掘×k 掘通,m /min q 瓦掘= q 壁+ q落,m /min
式中:q 瓦掘~掘进工作面的平均绝对瓦斯涌出量, m /min; k 掘通~掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2;
3
3
3
q 壁=D﹒υ﹒q 0﹒(2×(L/υ)0.5-1)
式中:条件:15×S 采max ≤Q 采≤240×S 采min
即15×2.4≤Q 采≤240×3.6 则Q 采=36~864 m /min
综合以上几个因素,取工作面风量Q 采=450 m /min(合7.5m /s)。在开采过程中,计划通风量随着采面长度、环境温度及煤层瓦斯基础参数等数据的变化及时进行修正。
2) 掘进工作面需风量 a 、按瓦斯涌出量计算
q 壁: 掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量,m ³/min;
D: 巷道断面内巷道壁的周边长度m ,薄及中厚煤层取2米;
υ: 巷道平均掘进速度m/min,按每天4.8米计算,取0.0034;
L : 巷道长度,m ;
q 0: 煤壁瓦斯涌出强度(瓦斯涌出初速度,又叫瓦斯放散
3
3
3
度) ,m ³/㎡﹒min 。按2010年煤层瓦斯基础参数测定报告显示五3煤层的瓦斯放散度为4.6;
q 壁=2×0.0034×4.6×0.01×(2×(1000/0.0034) -1)=0.34
1/2
q 落=S×υ×γ×(W0-W C ) S: 掘进巷道断面积,㎡。 υ: 巷道平均掘进速度,m/min。 γ: 煤的密度,t/m3,选1.48; W 0: 煤层原始瓦斯含量,m ³/t;
W C : 运出矿井后煤的残余瓦斯含量,m ³/t。 q
落=5.72×0.0034×1.48×0.43=0.01(忽略残存瓦斯)按每天掘
进进尺5米,煤层厚度1.33米,煤体容重1.35t/m³,煤层瓦斯含量 0.43.m ³/t.r计算落煤绝对瓦斯涌出量。
q 瓦掘= 0.34+ 0.01=0.35,m /min 则Q 煤掘≥100×0.35×2=70.0m /min b 、按炸药量掘进工作面需风量 Q 掘≥25×A 0,m /min
式中:A 0~一次爆破的最大炸药量,kg ,(顺槽掘进按4.8kg ,岩巷掘进按7.5 kg);
则Q 煤掘≥25×4.8=120(m /min) Q 岩掘≥25×7.5=187.5(m /min) c 、按风速进行校核
Q 岩掘=9×S 岩掘~240×S 岩掘
3 3
3
3
3
=9×12~240×12=108~2880(m /min)
Q 煤掘=15×S 煤掘~240×S 煤掘
3
=15×5.7~240×5.7=85.5~1368(m /min)
综合以上几方面因素和矿井地温预测,参照生产矿井实际取掘进工作面风量
Q 煤掘=150m /min (约合2.5m ³/min) Q 岩掘=190m /min
3 3
3
根据以上风量进行局扇选型:
考虑到掘进距离在1000米左右,煤巷、岩巷掘进头,均选用FBDN 2×15KW 型局扇,风量230~310m /min。配接¢600mm 风筒。
3) 13采区硐室通风
13采区独立通风硐室根据采掘设计,仅有13采区配电硐室,配电设备设计容量较小,按经验配风取:2m ³/s。
4) 其它地点用风量 按主要风量10%计算。
根据以上各用风点需风量计算结果,确定本矿井13采区总风量为
Q 易= Q难=((450×2+450/2+150×2+120)+(450×2+450/2+150×2+120)×10%))=1699.5m 3/min (3)矿井总用风量
3
考虑在回采13采区时+17水平井下炸药库、消防硐室、电机车充电硐室和-150水平的12采区变电所、13绞车硐室独立通风硐室的风量需要,计算回采13采区时其它地点需风量:
Q 其它=120+120+120+200+130=690(m 3/min) 2、
矿井总进风量:
Q 易= Q难=(1699.5+690)×1.2=2867.4(m 3/min)( 取50 m³/min) 1) 按井下同时工作的最多人数验算 Q 总=4NK
式中:N ~井下同时工作最多人数, 取250人;
K~风量备用系数,中央并列式通风系数为1.15~1.25。 Q 易= Q难=4×250×1.25=625m3/min<2867.4m 3/min。可以 2) 按总回风流中瓦斯浓度不超过0.70%验算
Q 总=100×T ·q 瓦·K/(0.70×24×60)=0.0992×T ·q 瓦·K
式中:q 瓦~矿井瓦斯平均相对涌出量:参照2009年瓦斯等
级鉴定结果,暂按2.55m 3/t验算;
T ~矿井平均日产量,1136t/d(按300kt/a,每月工作22天计);
K ~风量备用系数:取1.2;
Q 总= 0.0992×2.55×1136×1.2=345m3/min<2867.4*1.05m3/min 可以
(二) 矿井通风阻力计算
计算公式:错误!未找到引用源。
h :矿井通风阻力,Pa
错误!未找到引用源。 巷道摩擦阻力系数
L: 巷道长度 m P: 巷道断面周长 m S: 巷道断面积 ㎡ Q : 通过的风量 m³/s
h 局:矿井局部通风阻力,按矿井摩擦阻力的10%计算 Pa h 自:矿井自然风压 Pa 某段巷道空气压力计算公式:
H 自=((760*13.6*9.8/((t0+t1)/2+273))*0.003484)*9.8*(h0-h 1)
计算忽略了井下空气湿度因素和气压变化因素对空气密度的影响,平均温度采用近似算法,与实际情况存在有一定的误差。
式中:
H 自:某段巷道的空气气压 t 0:某段巷道进风口温度 t 1:某段巷道出风口温度 h 0:某段巷道进风口标高 h 1:某段巷道出风口标高
760*13.6*9.8:标准大气压的帕斯卡值 自然风压计算结果:
通风容易时期:H 自易=196.55Pa 自然风压帮助矿井通风。 通风困难时期:H 自难=199.59Pa 自然风压帮助矿井通风。
矿井通风负压
通风容易时期:H 易=1965.22Pa 通风困难时期:H 难=2112.89Pa (三) 矿井等积孔计算 计算公式: A=1.19Q/
h
式中:Q ——矿井总风量,m 3 /s
h——矿井总风压,Pa 则矿井等积孔为:
A 易=1.34m2 矿井通风容易 A 难=1.29m2 矿井通风困难
从以上计算情况看,在通风困难时期和容易时期难易程度差别不大,且自然风压总是帮助通风。在最困难时期,等积孔大于1.2,属中等难易程度, 接近通风困难阶段。
(四) 验算主通风机能力
1. 按矿井总回风量验算主风机能力
考虑矿井外部漏风和内部煤层气体涌出和压缩空气释放、冬季气体膨胀等因素,矿井总回风量按照1.05系数计算:
Q 易回= Q难回=2867.4×1.05=3010.77(m 3/min) 取3020m 3/min (约合50.3m ³/s) 可以
2. 按矿井通风压力验算主风机能力
最高通风负压发生在通风困难时期,负压为2112.89Pa ,现用主
风机能够满足通风要求。
3. 通风机工况: 风量:Q=51 m³/s
风压:H 易=1965.22Pa H 难=2112.89Pa 叶片角度:48°/38°(容易、困难时期) 效率:84%
风机性能曲线图
五、通风设施及防漏风措施
为保证矿井通风系统的正常运转,保证各用风地点的配风量,设计中考虑了风门、调节风门等通风设施。同时,为了保证矿井出现灾害时能实现有控制反风,设计考虑了反风系统所需要的反风风门。
为减少矿井漏风,本设计考虑了以下措施;
1. 维护好回风井安全出口行人风门和防爆门,减少外部漏风;
2. 风门按照标准建设,采用双道风门,使用连锁、衬垫等措施,密封良好;
3. 通风设施需要过水沟时必须构筑翻水沟,风门过风筒时必须预埋刚性风筒,与柔性风筒连接,柔性风筒不得从刚性风筒内通过;
4. 煤仓和溜煤眼不得放空;
5. 配设专门的通风系统和通风设施管理维护人员。 六、反风方式及反风设施
矿井的反风一般是在矿井发生火灾时进行。矿井反风方式分全矿井反风和工作面局部反风。
全矿井反风是指在井下发生重大火灾时,通过主扇风机反转配合反风装置进行反风,利用其压力实现风流自风井进入,自主、副井排出的情况。
工作面局部反风是工作面局部发生火情,利用顺槽与大巷之间的联络巷等处的风门等通风设施实现局部反风。工作面的风流自原工作面回风顺槽进入,自原工作面进风顺槽排出的情况,旨在减少火灾对工作面的影响。
此外,设计对井下各种风门采用遥测监控,对双道风门采用机械联锁,即一道风门打开,另一道风门必须关闭,当打开的风门处于未关闭状态时,不能打开另一道风门。
第三节 灾害预防及安全装备
根据《矿井通风安全装备标准》、《煤矿安全监测装备标准和使用管理规定》以及《煤矿安全规程》等有关文件精神,结合本矿井的条件,在生产过程中预防瓦斯、煤尘、水、火和冒顶的事故,分别采取以下措施。
一、预防瓦斯灾害的措施
本井田属低瓦斯矿井,但随着开采深度不断加深,并不排除一三采区局部瓦斯积聚、瞬时超限的可能性。因此,必须对矿井瓦斯的防治给予足够的重视,针对工作面的具体情况,采取有效的防治措施。
1. 严格掌握风量分配,将采、掘工作面和硐室实行独立通风,保证井下所有工作地点有足够的新鲜风流并保证通风巷道的最低风速。
2. 局部通风按照高瓦斯矿井标准进行管理,采用双风机、双电源、具备自动倒台功能。
3. 完善个体巡检和连续检测的双重检测监控系统。 4. 在采掘面按照《神火煤业技术规范》要求的位置设瓦斯监测报警仪,设定报警、断电、复电浓度值。具备风电、瓦斯电闭锁功能。
5. 严格执行“一炮三检”制度,坚持落煤前后对瓦斯的人工检查工作。
6. 在接近断层、背斜构造和地质钻孔时,增大通风量,严格
执行瓦斯检查制度,加强瓦斯监控,增加瓦斯检查次数,严防局部瓦斯积聚造成瓦斯超限。
7. 所有下井人员应配带自救器。班组长、爆破员、电瓶车司机、工程技术人员及管理人员入井必须携带便携式瓦斯报警仪。
8. 所有的井下电气设备应采用矿用防爆型和本质安全型。 9. 严格执行瓦斯日报制度。
10. 13采区应每年进行煤层瓦斯基础参数测定工作,及时准确掌握13采区煤层瓦斯赋存规律,做好瓦斯防治。
11. 在《一通三防管理规定》的基础上不断完善瓦斯管理制度。 二、预防煤尘灾害的措施
本矿井开采煤层具有煤尘爆炸性。为减小工作环境的污染,保证井下工人的身体健康并防止爆炸恶性事故的发生,在生产过程中应采取以预防为主的综合防尘措施。
1. 按规程规定控制风速,防止煤尘飞扬。
2. 建立完善的洒水降尘管路系统,保证主要进风巷,采面进风巷、回风巷、胶带输送机巷、掘进工作面和各转载点的喷雾降尘需要。
3. 严格执行巷道定期冲尘清扫制度,保证巷道积尘不超标(厚度2mm ,连续长度不超过5米)。
4. 输送机巷和主要通风巷、采面进风巷、回风巷、掘进工作面等地点设置全断面净化水幕,各转载点设置洒水喷头湿润煤流。
5. 按规定设置防隔爆设施(水棚、岩粉棚、隔爆自动水幕),防
止煤尘爆炸事故的发生和扩散。
6. 建立完善的粉尘测定制度,及时准确地监测风流中的粉尘浓度,并根据测定结果采取相应处理措施。
7. 井下煤仓及熘煤眼不得放空,必须保持一定存煤。 8. 井下尘源区工作人员要做好个体防尘,佩带好防尘口罩。 三、矿井防灭火
1、煤层自燃火灾的防治
本矿煤层无自燃发火倾向,矿井防灭火重在外因火灾的防治。 2、矿井外因火灾的防治
根据生产经验,井下外因火灾大多发生在机电硐室、电缆、胶带输送机及回采设备等风流畅通的工作地点。为了预防井下外因火灾,除应严格遵守国家有关防火规定和《煤矿安全规程》的要求外,结合本矿实际,设计采取了如下措施:
(1)按规定在各机电硐室、液压泵站、胶带输送机滚筒和采掘工作面附近配备足够的灭火器材。
(2)矿井建立有完善的消防洒水系统。 (3)井巷全部采用不燃性材料支护。
(4)井下供电系统全部采用矿用阻燃电缆,选型合理,合理选择配电系统开关的保护整定值,保证供电线缆、负载安全运行。
(5)井下带式输送机均选用阻燃胶带,五大保护齐全,且关键部位安设一氧化碳和温度传感器,与矿监控系统连网,能够实现自动
停机,自动喷淋灭火功能。
(6)矿井配备全矿井反风和局部反风设施,应加强维护,保证随时起用。
四、预防井下水灾的措施
水文地质条件:根据地质报告和揭露观测资料,本井田水文地质条件简单,以顶板砂岩裂隙充水的顶板淋水和小量涌水为主。13采区范围内主要有F25、F2断层,均为张性正断层,经渗透试验,断层导水性较弱,理论上均属阻水断层,但并不排除有局部导水的可能性。地表水文条件简单,在井田内没有常年性地表水体,季节性降水通过地表发育完善的径流沟渠依靠较大的自然坡度迅速排泄,对矿井基本没有威胁。因此,13采区防治水重点是掘进、采煤过程中过断层和地质钻孔时,应加强超前钻探和物探工作。保证下山掘进工作面和矿井整体排水能力。
为确保一三采区及矿井安全生产,实际生产中还应注意以下几点:
1. 生产中应严格执行《煤矿防治水工作条例》。
2. 采掘工作接近钻孔时,应注意检查封孔质量,严防钻孔导水。 3. -500m 水平井底车场的主排水系统能力满足《煤矿安全规程》要求并留有余地。各排水设备应加强检修,以保持良好的状态。
4. 坚持“有疑必探,先探后掘”的防治水原则,并采取周密的防突水措施,以防突水事故的发生。
5. 不排除矿井进一步向深部开采过程中,存在未查明含水构造造成突水事故的可能性。在掘进过程中,应提前进一步查清13采区断层分布和断层含水、导水情况,以及钻孔的封闭情况,制定专门的探放水设计和安全技术措施,留足防水煤柱,特别在接近井田东西边界断层和未揭露的F25断层时,应制定更加严格的防治水措施。
五、顶板管理
1、掘进头到永久支护之间,必须使用好前探梁或戴帽点柱支护,前探梁必须紧跟迎头,确保临时支护有效,严禁空顶作业。
2、进入工作面之前,首先检查临时支护的完好情况,发现问题及时处理。靠近掘进头10m 内的支护,在爆破前必须紧固。
3、在开工之前,班长必须对工作地点的安全情况全面检查,确认无危险后方可工作。
4、每次进入工作面都要敲帮问顶,特别是遇到断层、褶曲、顶板破碎复杂的地方时,及时处理掉活矸、危岩、伞檐等。
5、坚持“敲帮问顶”制度,及时、随时用钩钎或洋镐等工具除掉危岩、活矸等。
6、如遇顶板破碎、围岩稳定性差时,采用放小炮短掘短支方法,循环进度控制在1.0米以内,推前探梁到迎头,用大板背紧打牢。
7、坚持交接班制度,当班班队长要把当班出现的质量安全问题及生产质量问题,尤其是当班出现的隐患,当班要采取措施进行处理,隐患未排除前,班长、跟班队长不得离开现场,也不得进行与处理隐患无关的工作,若当班确实有处理不完的隐患,班长必须把隐患和遗留问题向下一班交代清楚。
8、验收员严把质量关,按验收标准严格验收,不合格的要整改或重做,失效锚杆要及时补打。
9、坚持巡回检查制度,发现锚杆、锚索松动应及时紧固,发现锚杆、锚索失效及时补打,发现顶板下沉现有支护不足以有效支护顶板时及时汇报给生产科,并采取有效的支护方式进行支护。
10、井下应有充足的备用支护材料。
11、当顶板发生变化、起伏不平,前探梁无法正常使用时,应使用内注式液压支柱并带帽支护。
六、过断层措施
1、加强敲帮问顶制度,随时找净活矸危岩。
2、加强临时支护,前探梁环用不上时,可采用锚链链环代替,确保临时支护紧跟迎头并用大板木楔备实、背牢切实有效,严禁空顶作业。
3、加强构造处的瓦斯检查,发现瓦斯浓度达到或超过0.75%,必须立即采取措施进行处理,否则严禁进行作业。
4、顶板破碎时应采取短掘短支放小炮的施工方法掘进,最大循环进度控制在一米以内。采取少装药放小炮方法掘进。
5、严格执行“一炮三检”制度;放炮前后及时洒水。
6、每次放炮后、钻眼前、打锚杆前,必须用钩钎把顶帮处危矸、活石、伞檐处理掉。
7、加强构造处的支护,使用双网加强支护;加打锚索支护,保证永久支护质量。
8、当遇到顶板破碎时,缩短锚杆间排距,锚索应及时紧跟迎头。
七、机电运输措施
(一)人力搬运时应注意:
(1)注意安全,避免思想上麻痹大意。应根据搬移的材料,合理选择方法,安排人员。
(2)装卸和运送物料时,必须按作业规程要求的物料规格、品种进行。
(3)在平巷装卸时,必须先用木楔将矿车稳住。
(4)在斜巷装卸时,不准摘绳;在斜巷卸料时,必须把车停靠在挡车器上。否则不准卸料。
(5)运料时,注意不要刮碰电器设备及管、线。
(6)斜巷运料时,人员要躲开物料下方,避免物料滑落伤人。
(7)较重的材料,应两人以上抬运,抬运时必须互叫互应,行动一致。要先起一头或先放一头,做到轻起轻放,不准盲目乱扔。搬动时可采用绳索捆绑、肩扛的方法。有些设备也可采用底板拖运的方法。禁止采用打滚的方法搬运设备。
(8)装卸较重设备,应使用导链。导链要安设在牢固、强度足够的地方。
(9)卸料前先清理环境,防止物料砸坏电器设备及管、线、伤人。卸料时,必须先拿上边的,禁止抽拿或放垛。
(10)堆放物料时,要按品种、规格分类码放整齐平稳,料堆要下宽上窄(或一样宽),并要保证行人宽度和通风断面。
(二)人力推车时注意事项:
(1)一次只能推一辆车。严禁在矿车两侧推车。同向推车的车距,在轨道坡度小于或等于5‰时,不得小于10米;当坡度大于5‰时,不得小于30米。
(2)推车时必须时刻注意前方。在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或障碍物,从坡度较大的地方向下推车以及接近道岔、弯道、巷道口、风门、硐室出口时,推车人必须及时发出警号。
(3)严禁放飞车。当坡度大于7‰时,严禁人力推车。
(4)在巷道内推车时,严禁用肩扛车。
(5)在平车场接近变坡点推车时,必须检查挡车设施是否关闭。
(6)推车工必须头戴矿灯,集中精力,注意前方,严禁低头推车。(7)在弯道推车时,用力要里带外推,以防掉道。
(7)推车通过风门时,应先减速、后停车,再开门,通过后立即关闭风门。若通过一组风门时,必须开一关一,不得同时打开,也不准用车推门。
(8)推车过道岔时,要在减速停车后,再扳道岔,过道岔后应将道岔扳回原位。推车在过弯道、道岔、巷道交叉点时要大声喊警示过车小心伤人。
(9)推到位置的矿车,应挂好钩或用木楔稳住。
(10)人力推车时轨道要平直,接头要平稳,线路上无杂物。
(11)在过风门期间,打开一道风门,必须保证另一道风门关闭;反向风门必须在紧闭状态。
(三)胶带机运输措施
1、必须按规定的信号开、停胶带机。未使用集中控制的多台输送机联合运转时,应按逆煤流方向逐台启动。
2、胶带机开机时,要先点动,并发出开机信号,待观察没有异常情况时方可开机。不准超负荷强行启动,发现闷机时,先启动2次(每次不超过15秒),仍不能启动时,必须卸掉输送带上的煤,待正常运转后,再将煤装上输送带运出。
3、在运转过程中,随时注意运行状况,发现问题及时处理,处理不了时要及时汇报;经常检查电动机、减速器、轴承的温度;倾听各部位运转声音;保持正常洒水喷雾。
4、发现下列情况之一时,必须停机,妥善处理后,方可继续运行:
输送带跑偏、撕裂、接头卡子断裂。
输送带打滑或闷车。
电气、机械部件温升超限或运转声音不正常。
耦合器的易熔塞熔化或耦合器内的工作介质喷出。
输送带上有大块煤(矸石) 、铁器、超长材料等。
危及人身安全时。
信号不明或下一台胶带机停机时。
5、皮带必须与胶带机配套使用,不得使用过宽或过窄的皮带。
6、皮带司机必须培训考试合格后,方可持证上岗。
(四)扒碴机的使用措施
1、操作前准备工作。
(1)司机开机前,要闭锁开关,并检查以下情况:
A 、顶板是否牢靠,支护是否牢固;固定钢丝绳滑轮的锚桩及其孔深与牢固程度是否符合作业规程要求,导向轮、尾轮悬挂正确,安全牢固,滑轮转动灵活,禁止将尾轮挂在作为支护的锚杆及其他支护体上。
B 、机器各部位清洁,保持通风,散热良好;电气设备上方有淋水时,应在顶板上妥善遮盖。
C 、扒碴机必须装有封闭式、防扒斗出槽的护栏。
D 、钢丝绳应在滚筒上排列整齐,其磨损、断丝不得超过规定;扒碴机绞车刹车装置必须完整、可靠,闸带间隙松紧适当。
E 、在装煤(岩)前,必须将机身和尾轮固定牢靠。
F 、通讯、信号灵敏、清晰;扒碴机照明良好。
G 、机器各部位连接可靠,连接件齐全、紧固;各焊接件应无变形、开焊、裂纹等情况;各润滑部位油量适当,无渗漏现象。
H 、供电系统正常,电缆悬挂整齐,无埋压、折损、被挤等情况。 I 、试车前应发出信号,严禁扒碴机两侧及前方有人。起动扒碴机在空载状态下运转应检查以下各项:a 、控制按钮、操作机构是否灵活可靠。b 、各部运转声音是否正常,有无强烈震动。c 、钢丝绳松紧是否适当,运行是否正常。
2、操作顺序:检查、准备---试运转---开机装碴---停机
3、正常操作:
(1)扒碴机司机必须经过安全操作培训,取得操作证后方准上岗操作。
(2)扒碴机应安设在顶板完整、距工作面最远不超过30米,最近不小于10米的地方。扒碴机稳固规定:钢丝绳穿过卸载槽后部的工具槽孔,两头固定在顶板起吊锚杆上;掘进时,在簸箕口两旁、漏斗两旁的底板上各打1根地锚,用钢丝绳固定,所有钢丝绳必须保证坚固有力,每处绳卡不少于1个并卡牢。开机前必须发出明确信号,待人员都撤至安全地点,方可开机。
(3)扒碴机钢丝绳一般主绳长度30米,尾绳长度60米,滚筒上保留三圈以上余绳。
(4)机电工必须经常检查减速机及各连接情况,发现减速机漏油、油质差、油量少和连接螺丝松动,缺螺丝等情况及时处理。
(5)锚桩孔直径为32mm 或35mm ,硬岩深度为400mm ,软岩深度为700mm ,楔眼要有一定的偏角。地锚绳合格,楔子用锤打牢。尾轮
悬挂高度距碴堆不小于800mm ,一定要固定好,不准挂在锚杆上。禁止在已松动岩块上或松软破碎的围岩上钻眼安设固定楔。为了把巷道两帮的矸石装尽,可在两帮各打一固定楔,挂上滑轮,将主绳引到靠帮一侧。尾轮及各导向滑轮必须转动灵活。
(6)必须使用合格的钢丝绳,经常检查钢丝绳的使用情况,钢丝绳打结、磨损、断丝、锈蚀严重必须及时更换,钢丝绳在滚筒上排列整齐,闸带间隙松紧适当。
(7)扒碴机底盘两旁存矸不准超过底盘。
(8)扒碴机各部位连接螺栓必须紧固齐全,电缆无埋压、折损、被挤等情况,绞车的刹车装置必须完整可靠,扒碴机手把应齐全有效,不得用其他工具代替。
(9)扒碴机作业时,采用127V 低压照明,司机操作侧顶板上悬挂一个防爆照明灯。保证作业时钢丝绳和扒斗不能损坏照明灯、瓦斯传感器与电缆。每次放炮前必须把照明灯、瓦斯传感器移出迎头并掩护好,防止崩坏。
(10)扒碴时按下操作按钮,开动扒装绞车,拉紧空程滚筒的操纵手把,扒斗至工作面后拉紧工作滚筒的操纵手把,同时松开空程滚筒的操纵手把,重复扒岩动作。扒矸时,操作手把要先松后紧,动作迅速,尾绳不要太松。正常操作扒碴机时,不准将两个手把同时拉紧,两个制动闸只能一个紧闸,另一个松闸,否则会引起扒斗跳起,甚至拉断钢丝绳。耙斗主、副绳牵引速度要均匀,以免钢丝绳摆动跳出滚筒与被滑轮卡住。
(11)遇大块岩石或扒斗受阻时,不可强行牵引扒斗,应将扒斗退回1-2米重新扒取或用锤将大块岩石砸碎。扒碴时所有人员应站在安全地点。
(12)在过渡槽上不应存碴,以防岩石块被扒斗挤出或被钢丝绳甩出伤人。
(13)扒装绞车上面必须安装封闭式金属护拦。
(14)在拐弯巷道装煤(岩)时,必须使用双向辅助导向轮,并派专人站在钢丝绳运行外侧的安全地点指挥。在弯道中扒碴,应分段
进行。在弯道外侧设双滑轮和尾轮,先将碴扒至转弯处,从双滑轮中取出钢丝绳,移动尾轮再按正常情况操作。
(15)扒碴机在使用中发生故障时,必须停机,切断电源后进行处理。
(16)工作面装药时,应将扒斗拉到耙渣机处,切断电源,放炮后,将扒碴机上面及周围岩石清理干净后,方可开机。
(17)在扒装过程中,司机应时刻注意机器各部位的运转情况,当发生电气或机械部件温度超限,运转声音异常或有强烈震动时,应立即停机,进行检查和处理。在扒碴机工作或检修时应注意观察掘进面的情况,发现有透水、冒顶等征兆时,应立即停止工作,撤离人员,当有瓦斯积聚时应停机断电排瓦斯,在检修工作结束后,一定要检查机器上是否留有工具,应把工具全部拿掉,以防止试车时,工具卡住钢丝绳而引起伤人事故。
(18)爆破后检查电缆、钢丝绳、扒斗后再进行工作。
(19)扒装完毕或接到停机信号时,司机应立即松开离合器把手,使扒斗停止运行。
(20)正常停机后,应将扒斗拉出迎头一定距离,按动停止按钮,切断扒碴机电源。
(21)开机时其他人员扒碴机两侧及扒碴机后(扒碴机司机除外)2米范围内严禁有人工作或停留。
4、移动耙渣机时严格按照矿移动耙渣机管理规定执行。
八、其它安全措施
1. 保证井下运输设备、设施保持良好的工作状态,并按规定设置可靠的保护装置。严格行车规定,并在各出入口设声光信号。
2. 完善矿压监测、预报系统,掌握矿压显现规律,为矿井安全回采提供依据。
3. 按照《煤矿安全规程》规定完善工作面放炮等作业的作业规程、
严禁违规作业。
4. 加强矿井安全生产的管理和教育,建立健全各项安全制度,明确责任并保证各项措施落实到位。
5. 在开采过程中遇到特殊情况时,应查明情况,认真研究,制定专门的安全技术措施,不得盲目施工。