3326B工作面掘进作业规程
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3326B工作面掘进作业规程
为了保证生产安全,依照《煤矿安全规程》、《操作规程》制定本规程,凡本工作面作业人员,本工作面检查指导人员,必须学习掌握本规程。
第一章、工程概况
第一条、位置与范围
3326B工作面位于三水平轴东二采区12-1煤层,该工作面西北部为3324B采空区,东部至3320轨道正眼,该工作面上覆3092采空区,3314采空区。
该掌位于荆马公路西部,老二十二冶主道南,开平隆丰洗煤厂以西处,走向296°30’。
工作面标高-490~-515m。
走向长度389~461m,平均425m,倾斜长度60~132m,平均111.5m,面积47388m2。
第二条、巷道用途、工程量及支护形式
1、巷道用途:用于工作面回采运输、供风及采面安装。
1、煤层情况:
该工作面为复杂结构煤层,煤厚1.6~2.3m,平均煤厚2.17m;煤层中部含有一层碳质泥岩夹矸厚约0.65m,上分层煤厚0.82m,下分层厚0.7m,煤层为黑色块状或条带状构造,玻璃光泽,上部为亮煤,煤层倾角3~8°,平均5°。
2、地质构造情况:
3、煤层顶底板情况:
该工作面西北部为3324B采空区,东部至3320轨道正眼,该工作面上覆3092采空区,3314采空区,水文地质条件较简单,掘进过程中不会有较大水害发生,但局部可能有少量顶板滴水,因此,在施工过程中要加强顶板管理,完善排水设施,形成排水能力。
正常涌水量0.15m3/min,最大涌水量0.6m3/min。
第四条、地质储量
工业储量:t;可采储量:t。
第二章、瓦斯煤尘及发火情况
1、瓦斯绝对涌出量:0.32m3/min
绝对涌出量:0.58m3/min
2、CO
2
3、煤尘爆炸指数:41.13%
4、煤层自燃:自燃,但无发火记录。
第三章、采煤方法、施工顺序、支护选型及支护设计
第五条、采煤方法
该工作面采用走向长壁后退式采煤法。
第六条、施工顺序
1、首先,在3320轨道正眼设计位置开头,沿12-2煤层上爬到12-1煤层后,正常掘进外风道、外切眼及里风道至设计位置。
2、然后,在3320皮带正眼设计位置开头,沿12-2煤层上爬到12-1煤层后,正常掘进运道至设计位置。
3、最后,施工切眼形成整个系统。
第七条、支护选型
1、顶底板分析:
12-1煤层老顶为细砂岩,厚度6.75m,灰色,粘土胶结,松散,遇水变软,斜层理和交错层理,含大量茎化石,为二类老顶;直接顶为粉砂岩,厚度5.34m,浅灰色,致密坚硬,钙泥质胶结,交错层理,层面含有炭质充填物,为二级老顶;直接底为细砂岩,厚度3.84m,深灰色,组织致密,具波状层理,灰色,底部颗粒渐细。
2、地应力分析:
水平地应力方向为N136°E,工作面顺槽设计与水平地应力方向夹角为19°,利于巷道维护,而切眼和水平地应力方向夹角分别为71°,不利于巷道维护。
3、采动影响分析:
该工作面西北部为3324B采空区,东部至3320轨道正眼,该工作面上覆3092采空区,3314采空区,在掘进过程中,局部范围顶板破碎,易冒顶,必须加强顶板管理,顶板破碎时可采用锚棚联合支护或10.5m2金属拱型支架支护;如顶板破碎严重时可采用10.5m2金属拱型支架支护,提高支护强度。
第八条、支护设计
根据设计,3326B工作面以锚网支护为主,在通过地质构造带采用10.5m2金属拱型支架支护或锚棚联合支护。
1、采用锚网支护具体要求如下:
①考虑煤层倾角平均5°,锚网支护巷道断面为梯形(宽×高)4000×2200(mm) ,巷中高度2200mm,下帮高度2000mm,上帮高度2400mm。
②锚网支护形式
上顶:锚杆+网+ W钢带+锚索
两帮:锚杆+网+梯子梁框
③顶锚杆支护参数
a、锚杆:Φ22×2200右旋等强螺纹钢锚杆,每排5根,半长锚固,锚固力≥100kN。
b、锚杆间排距:间距900mm,排距800mm。
c、锚杆孔径:Ф29mm。
d、锚杆托盘: (长×宽×厚)120×120×6mm托板。
e、菱形金属网:1000×5000mm,孔径60×60mm,10#铅丝。
f、钢带:BHW-250-2.75钢带,长3900mm,孔距300mm。
g、螺母:标准螺母,强度与锚固力相匹配。
h、树脂锚固剂(Φ23×330mm):快速1卷/眼,中速2卷/眼。
i、锚索:Φ15.24×6000mm,(5mm×7股)钢铰线,每根锚索使用2卷快速树脂锚固剂和4卷中速树脂锚固剂。
托盘使用25U钢,长500mm。
④帮锚杆支护参数
a、锚杆:Φ16×1600mmA3钢,半长锚固,每排三根,锚固力≥40kN。
b、梯子梁框:1700×55mm(长×宽),材料使用Φ10mm钢筋焊接而成。
c、间距:800mm,排距:800mm。
d、钻孔孔径:Φ27mm。
e、树脂锚固剂(Φ23×330mm):快速1卷/眼,中速1卷/眼。
f、菱形金属网:1000×4000mm,孔径60×60mm,10#铅丝。
2、采用10.5m2金属拱型支架支护,具体要求如下:
①巷道规格:(宽×高)3800×2400mm。
②棚距:600mm。
③搭接:350mm,卡缆包两头。
④卡缆:采用25U卡缆,每架棚子使用七个卡缆,即上顶中间一个,两帮搭接处各三个。
⑤巷道插背采用木质背板插背。
木质背板规格为(长×宽×厚)800×100×50mm;小板间距:上顶不大于150mm,两帮不大于200mm。
⑥支拉杆规格:(宽×厚)60×5mm角钢,长480mm,眼距424mm。
⑦支拉杆位置:每架三道,上顶中间一道,两帮中间卡缆处各一道。
⑧临时支护:两根金属前探梁,最大临时空顶距不大于0.8m。
3、巷道验收标准
⑴锚网支护巷道质量验收标准:
①巷道净宽:4000mm(-200~+200)。
②巷道净高:2200mm(-200~+200)。
③锚杆间距:上顶900mm(-100,+100);两帮800mm(-100,+100)。
④锚杆排距:上顶800mm(-100,+100);两帮800mm(-100,+100)。
⑤顶锚杆角度(与顶板夹角):两肩75°,其余90°,锚杆轴向偏差不大于5°。
锚杆尾端(螺母以外)外露长度30~80mm。
⑥顶网与顶网、顶网与帮网要铺平、拉紧、紧贴岩面,并要联好网,联网距≤200mm。
⑦螺母的预紧力不小于100N·m,每班抽样一组(3个)检验,扭矩不合格及时拧紧。
⑧锚杆在顶板岩层中的锚固力≥100kN,锚杆在煤层中的锚固力≥40kN。
⑨锚索锚固力应大于200kN。
⑩网与网搭接≥100mm。
⑵10.5m2金属拱型支架:
①巷道净宽:3800mm(0,+100)。
②巷道净高:2400mm(-20,+100)。
③支架间距:600mm(-100,+100)。
④搭接:350mm(-40,0);卡缆包两头,接口严密。
⑤平巷段前倾后仰:允许偏差±1°;斜巷段允许偏差+1°,不得退山。
⑥卡缆螺栓扭矩:≥150N·m
⑦支架梁扭距:<100mm
⑧柱窝深度:300mm(-30,0),棚腿戳在实底上。
第四章、掘进方式及施工工序
第九条、掘进方式及施工工序
1、掘进以机掘为主。
2、施工工序
a、锚网支护
首先用掘进机或小5t绞车将皮带机尾拉到掘进机的转载下,然后开机割煤,
割出完整的荒断面,进行临时支护(临时支护采用带帽点柱,柱用单体液压支柱,帽用钢带或木料),人工手镐找掉,打顶锚杆孔,装药搅拌药卷,铺网联网,上W 钢带,上托盘,紧固螺母,补打帮锚杆,完成一个工艺循环。
b、10.5m2金属拱型支架支护
首先用掘进机或小5t绞车将皮带机尾拉到掘进机的转载下,然后开机割煤,割出完整的断面后,把前探梁串到迎头,再进行找掉工作,挖窝子、戳腿、上梁、背顶、紧卡缆、上好铁支拉杆、插背好两帮,完成一个工艺循环。
第五章、掘进通风
根据开滦集团公司矿井风量计算方法(2007年修订)细则,对3326B掘进工作面风量计算如下:
第十条、通风方式
采用局部通风机压入式通风。
第十一条、风量计算及设备选型
1、按瓦斯涌出量计算
Q
掘=100×q
掘
×K
掘通
(m3/min)
=100×0.32×1.2
=38.4(m3/min)
=0.64(m3/s)
式中 Q
掘
—单个掘进工作面需要风量,m3/min;
q
掘
—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量,m3/min;
K
掘通
—瓦斯涌出不均衡通风系数(K=1.2)。
2、按二氧化碳涌出量计算
Q
掘=100×q
掘
×K
掘通
(m3/min)
=100×0.58×1.2
=69.6(m3/min)
=1.16(m3/s)
式中 Q
掘
—单个掘进工作面需要风量,m3/min;
q
掘
—掘进工作面回风流中二氧化碳的绝对涌出量,m3/min;
K掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数(K=1.2)。
3、按掘进工作面同时作业人数计算
Q
掘
=4×N×K(m3/min)
=4×23×1.25
=115(m3/min)
=1.92(m3/s)
式中 N—工作面同时作业人数。
(按循环作业劳动组织设计人数取23人);
K:备用系数;取1.25。
4—每人每分钟供风标准,4m3/min。
第十二条、计算局扇风量
取百米漏风率4%,则漏风系数 P=1/(1-500/100×4%)=1.25
按掘进工作面同时作业人数所需要风量1.92 m 3/s 最大核算。
Q 局=PQ=1.25×1.92=2.4(m 3/s ) 第十三条、计算风筒通风阻力
(1)摩擦风阻
Φ600mm 柔性风筒,α=0.00363kg/m 3 R f =6.5αL/D 5
=6.5×0.00363×500/0.65=152N.S 2/m 3 h 摩=R f .Q 局.Q=152×2.4×1.92=700.4Pa (2)出口风阻
h 出=ξ.Q 2/D 4=1×2.42/0.64=44.4Pa (3)风机全风压
h=700.4+44.4=744.8Pa (4)局扇选型
根据上述计算结果,选取最大风量115m 3/min ,全风压744.8Pa ,结合集团公司规定,查风车性能参数(2×11KW 风车风量为200~400m 3/min ;风压350~4000 Pa )选用2×11KW 对旋局扇风量满足使用要求。
按风速进行验算:
煤巷、半煤巷:15×S <Q 风车<240×S 式中S —掘进工作面平均断面积,(m 2)取10.5m 2。
计算:15×10.5=157.5(m 3/min ),240×10.5=2520(m 3/min )。
经比较157.5<(200~400)<2520,满足要求。
(5)结论
3326B 综采工作面掘进施工,下运及里切眼掘进时通风距离最长达到500m ,采用2×11KW 对旋局扇,Φ600mm 柔性风筒压入式通风。
巷道掘进初期长度小于400m 可采用2×11KW 对旋局扇单机,后期随着巷道的掘进延伸当长度超过400m 风量不够时,可采用2×11KW 对旋局扇双机。
第六章、生产系统
第十四条、运煤系统
①掘进头→3320轨道正眼→3049皮带巷→2049皮带巷→1049皮带巷→主井→地面。
②掘进头→3320皮带正眼→3049皮带巷→2049皮带巷→1049皮带巷→主井→地面。
第十五条、运料系统
副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道正眼→3320轨道正眼→掘进头。
副井→1048大巷→2048斜井→3048大巷→3320轨道正眼→掘进头。
第十六条、通风系统
新鲜风:
副井→1048大巷→2048斜井→3048大巷→3320皮带(轨道)正眼→掘进头。
乏风流:
掘进头→3320轨道(皮带)正眼→2020S皮带巷→2020E回风巷→1040回风巷→-246回风巷→主井→地面。
第十七条、供水系统
主井→1048大巷→2048斜井→3048大巷→3049皮带巷→3320轨道(皮带)正眼→掘进头。
第十八条、排水系统
掘进头→3320轨道(皮带)正眼→3048大巷
第十九条、压风系统
-530压风机房→3320轨道(皮带)正眼→掘进头;随掘进滞后迎头不大于15m 接一趟不小于Φ54mm压风铁管。
第二十条、供电系统:详见附供电图
第二十一条、上下掌路线及避灾路线
A:上掌路线:副井→1148大巷→1148泄水巷→2320轨道(皮带)正眼→3320轨道(皮带)正眼→掘进头。
B:下掌路线:与上掌路线相反。
C:发生煤尘、瓦斯爆炸及火灾时避灾路线:
掘进头→3320轨道(皮带)正眼→3049皮带巷→3048大巷→2048斜井→1048大巷→副井→地面。
D:发生水灾时避灾路线:
掘进头→3320轨道(皮带)正眼→2320轨道(皮带)正眼→1148泄水巷→1148大巷→副井→地面。
E:发生冒顶时所有人员都要撤至安全地点,由班长通知区值班人员和调度室,并按区值班人员及调度室指示处理。
第七章、劳动组织图表、循环图表及各项经济技术指标第二十二条、劳动组织图表
第二十四条、循环图表
A、锚杆巷道
机
掘
拉机尾
割断面
支护
工作面打锚
杆,维护后路
8160
同前
施工工序
工序衔接时间表图示:掘进施工工作面维护检修
B、架棚巷道
机掘拉机尾割断面支护
工作面架棚,
维护后路
8160
同前
施工工序
工序衔接时间表
图示:掘进施工工作面维护检修
第八章、安全技术措施
除严格执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》、国家和集团公司矿业公司等上级相关规定外,还必须执行如下安全技术措施:
一般规定:
1、各工种操作人员必须经过培训,考试合格后执证上岗。
2、所有电器设备必须有“MA”标志,操作人员在使用设备前及使用中必须随时注意检查其完好情况,以确保设备正常运转,严禁设备带病作业,杜绝失爆。
3、运输设备信号规定:1—停、2—开、3—倒车、4—行人(绞料)。
4、看泵工随时注意清理好水窝,如水量不大,抽干后及时关泵。
5、巷道交岔点架设台棚、贯通及施工中遇地质水文等其它变化时另行补充措施。
6、严禁带电检修,停电执行停电挂牌制度,检修前必须验电。
第二十五条、巷道掘进措施
A、锚网支护
1、开工前必须先检查工作范围内顶板、通风的良好情况,检查皮带急停、掘进机急停是否可靠,检查溜子机头、机尾压柱是否牢固可靠,检查迎头顶、帮杆螺母是否紧固,煤电钻必须试跳,发现问题及时处理,处理好后再开工。
2、开工前必须先将线返至迎头。
3、巷道支护必须按本规程要求的规格和支护形式进行。
4、掘进时,溜子机头、要及时打好压柱(矿制专用压柱);当溜子机尾不易打压柱时,要用40T大链把机尾固定在两帮最下排帮锚杆上,帮锚杆失效时及时补打;机掘拉完皮带机尾时,及时将皮带机尾打牢戗柱(断面140×140mm以上规格的方木)。
5、使用掘进机,必须先发出开车信号,待掘进机附近的人员撤至安全地点后,
方可开车。
6、打锚杆时,掘进机后退,保证掘进机切割头距作业地点不少于1m,切割头落地,掘进机所有电源开关打零位。
B、架棚支护
1、掘进开工前,工(班)长必须首先检查工作范围内顶板支架完好情况,发现问题处理好后再施工。
2、支架架设要平、稳、迎山有劲,使用三道金属支拉杆,即上顶一道,两帮中间卡缆处各一道,上顶的支拉杆用卡缆联接在棚梁上,需要找向,支拉杆不能用时,打好木撑木并及时加工合适的金属支拉杆,使支架整体连锁,倾斜巷道要迎山有劲(每上山起坡6~8°出1°迎山角)。
3、上顶及两帮插严背实。
4、架棚巷道迎头必须使用金属前探梁,溜子机头、机尾必须打好压柱;当溜子机尾不易打压柱时,要用40T大链把机尾固定在两帮棚腿上;拉完皮带机尾时,要及时将皮带机尾打牢戗柱。
第二十六条、顶板管理措施
A、锚网支护
1、掘进施工程中,严格执行“敲帮问顶、找掉观山”制度。
2、打顶眼前,必须先看线,确定好眼位后进行钻眼,必须按规定角度进行打眼,不得打穿皮眼或沿裂隙面打眼。
3、钻孔深度应不小于锚杆有效长度且不应大于有效长度30mm。
4、顶锚杆安装前,应首先检查树脂药卷是否有效,然后用锚杆杆体插入孔内,检查孔深和直线度,如钻孔不合格,必须进行处理或重新打合格钻孔。
5、安装树脂药卷时,应先用锚杆杆体将树脂药卷推送至孔内。
6、使用ф29mm锚杆钻头,严禁使用其它规格钻头,以保证杆体与孔径的合理匹配。
7、金属网必须紧贴顶板铺设,不得出现网兜,相邻两块金属网必须用铅丝连接,联网距不得大于200mm。
8、锚杆托盘必须紧贴W钢带,螺母上紧且扭矩不小于100N·m,托盘要上正,不得使用铸铁托盘。
9、失效锚杆要及时补打。
10、打帮锚杆前,两帮要先刷齐,打眼后应将煤粉掏净,用锚杆将药送至孔底并搅拌,然后用连接器将杆体尾端与煤电钻相连接,开动煤电钻对树脂药卷进行搅拌,快搅慢推,搅拌完成后及时停机。
帮锚杆托盘必须紧贴梯子梁框,与金属网、梯子梁框接触的煤壁必须用镐找平。
11、每50~100m抽样一组(3根)进行拉拔试验,拉拔加载至锚杆设计锚固力的90%,有1根不合格再抽一组(3根),再不合格要查其原因,及时采取处理措施。
12、每80~100m设一个顶板离层仪,以观测顶板下沉情况。
当巷道掘进前10天内,顶板累计下沉量要小于50mm,最大下沉速度小于6mm/d,巷道掘进50天内,
顶板累计下沉量要小于150mm,最大下沉速度小于3mm/d,否则要及时与技术室联系并采取有效措施进行处理。
13、迎头作业人员必须使用合格材料并随时注意顶板岩性情况,发现问题及时采取有效措施处理,并汇报区值班人员。
14、巷道过断层,顶板异常时,及时汇报区值班人员。
当顶板破碎时可采取缩小顶杆间排距或加打锚索的措施;当顶板严重破碎时,可采用10.5m2金属拱型支架支护或锚棚联合支护(锚杆+平顶拱支架),平顶拱支架棚距0.6m,搭接350mm,巷高2.4m,联合支护长度不小于5m。
15、遇煤壁劈帮,巷道一侧超宽超过200mm时,应及时补打顶锚杆;巷道帮锚杆最下一根距底超过300mm且为煤时,及时补打帮锚杆;底为矸石时可以不补打帮锚杆。
16、锚索要求每4.8m安装一根,托盘要求垂直于W钢带使用。
17、掘进最大空顶距不超过2m,帮锚杆滞后迎头不超过5m。
B、架棚支护
1、掘进过程中,要严格控制顶板,坚持一架一棚,最大空顶距不超过0.8m,顶板破碎或过断层时,将棚距适当缩小。
2、坚持使用好前探梁。
3、掘进机开机割煤后,人员必须撤到铲煤板以外,并躲开矸石可能飞出的方向,割出断面后,把前探梁串到迎头,开始找掉,找掉顺序先外后里,先顶后帮;找掉时,要保持后路畅通,有撤身地方,并派专人观山。
4、掘进机在未割出完整断面前,任何人员不许进入迎头作业,避免煤(矸)体松动,发生劈帮事故,影响人身安全。
5、两帮及断面煤(矸)体松软、破碎、离层时,掘进机司机不要割得过猫,要多动手镐,勤找掉,保证上顶和两帮必须插严背实。
6、支架架设要迎山有劲,不得抢、退山。
7、每班要派专人用长扳手对支架卡缆进行紧固,卡缆紧固力不得低于150N·m。
8、背板要充分接顶,顶空时,必须停止作业进行处理,处理好后方可继续施工,严禁空顶作业。
9、遇地质构造变化或顶板破碎发生抽冒时,要及时打撞楔处理。
如冒落高度在0.3m以下,密集背板插严;冒落0.3m以上要打木垛接顶,如果冒落1m以上时,支架间还要用铁道连锁好。
10、掘进施工人员作业时,必须做好自主保安、相互保安,同时,在架设支架过程中,必须派专人观山。
第二十七条、巷道辅助运输的安全技术措施
Ⅰ、绞车提升选型
2320轨道正眼提升选型
(一)2320轨道正眼(上半部)
(1)绞车选型
选取2320轨道正眼最大倾角a=16º,斜长250m,选用Φ20.0mm 钢丝绳提升,F=2.1×105N,P=1.429Kg/m,提升一个重载矿车最大质量=720+5500(掘进机主机架)=6220 Kg;提升两车木料车质量=2×(720+750)=2940 Kg。
因6220>2940,故用一个重载矿车最大质量进行选型。
=Q(sina+f`cosa)g+PL(sina+fcosa)计算钢丝绳所承受的最大静拉力公式为:W
maxg
g
Q———一个重载矿车最大质量,Q=6220 Kg;
a———提升角度,a=16º;
f`———矿车轮对轨道摩擦系数,f`=0.01;
f———钢丝绳运行阻力摩擦系数,f=0.15;
P———钢丝绳每米质量,P=1.429 Kg/m;
L———钢丝绳提升长度,L=250m。
将数据带入公式:
=6220(sin16º+0.01cos16º)×10+PL(sin16º+0.15cos16º)×10
W
maxg
=19242N<30000N(40KW绞车牵引力)
故选用40KW绞车能满足要求。
(2)安全系数:
=2.1×105/19242=10.9>6.5故符合要求。
n=F/W
maxg
(二)2320轨道正眼(下半部)
(1)绞车选型
选取2320轨道正眼最大倾角a=25º,斜长240m,选用Φ20.0mm 钢丝绳提升,F=2.1×105N,P=1.429Kg/m,提升一个重载矿车最大质量=720+5500(132掘进机履带)=6220 Kg;提升两车木料车质量=2×(720+750)=2940 Kg。
因6220>2940,故用一个重载矿车最大质量进行选型。
=Q(sina+f`cosa)g+PL(sina+fcosa)计算钢丝绳所承受的最大静拉力公式为:W
maxg
g
Q———一个重载矿车最大质量,Q=6220Kg;
a———提升角度,a=25º;
f`———矿车轮对轨道摩擦系数,f`=0.01;
f———钢丝绳运行阻力摩擦系数,f=0.15;
P———钢丝绳每米质量,P=1.429Kg/m;
L———钢丝绳提升长度,L=240m。
将数据带入公式:
=6220(sin25º+0.01cos25º)×10+PL(sin25º+0.15cos25º)×10
W
maxg
=28766N<30000N(40KW绞车牵引力)
故选用40KW绞车能满足要求。
(2)安全系数:
=2.1×105/28766=7.3>6.5故符合要求。
n=F/W
maxg
此运输范围内,其它巷道坡度均小于25°,所以不再验算。
Ⅱ、巷道辅助运输安全技术措施
1、运输过程中严格按规定挂数挂车,即在2320斜井上、中部车场及平巷内运输时,空车和木料车四个,铁活车两个;2320斜巷内运输时,铁活车一个,空车和木料车两个。
并严格按规定设置挡车器,以防跑车伤人。
2、开工前必须先检查绞车、钢丝绳、信号、压戗柱、车档、轨道、绳与滚筒连接是否可靠、安全、灵敏,保险绳是否够长,发现问题要先处理好再开工。
绞车开动前一切人员必须远离绳道,躲到安全地点,以免断绳伤人。
3、巷道内绞料时,坚持“行车不行人,行人不行车”的原则,在所有通往运输系统的通道处设置警标,并安排专人在安全地点截人,截人位置必须躲开跑车可能波及的范围以外的地点。
2320斜井绞料时,在2320斜井上坡头、3322风道横管、2025下运横管、2020S皮带巷横管、3310绕道、3320轨道正眼设专人在安全地点进行截人。
4、信号规定:一停、二开、三松绳、四行人。
5、斜井运输过程中必须使用保险绳和尾绳,主绳、保险绳及尾绳与矿车连接处必须使用专用矿车连接刹勾,螺丝上满扣。
6、使用临时绞车时,必须打好四压两戗柱,材料使用Ф160mm以上的圆柱或150×120mm(宽×厚)以上规格方木。
7、无轨道运输时,装运件必须拴牢固,跟件人员只许在运输件后5m处跟件,有对拉绞车的巷道严禁跟件。
斜巷内严禁跟件。
8、信号联系不清楚,严禁开动绞车。
9、两台绞车对拉时,整个运输区域内严禁有人。
绞车司机由一方发出开车信号,经另一方回信号确认可以开车时方可开车。
信号不清时,严禁开车。
两台绞车对拉过程中,绞车司机要求精神集中,相互配合好。
随时注意绳的变化情况,有问题及时发出停车信号进行处理。
10、绞车司机要精神集中,随时注意绞车运行情况,发现异常或认为中间落道时,要及时停车检查。
11、斜巷内矿车落道复轨时安全措施:
(1)复轨人员必须同信号把勾工联系好后由斜巷上方下人处理,经检查后同信号把勾工联系好后共同采取措施进行复轨。
严禁从斜巷下方上人进行复轨。
(2)复轨时和信号工确定好复轨信号和注意事项,班长现场指挥。
(3)复轨前首先检查联接装置是否牢固、可靠,发现问题必须处理好后再开始复轨工作。
(4)复轨时绞车司机将绳绷紧,稳好闸,不许离岗。
落道车下方不准有人停留和工作,处理落道车人员在车的侧面操作,先处理下方车轮,再处理上方车轮。
(5)严禁摘车复轨。
(6)严禁用松车或牵引的方式进行复轨。
(7)斜巷处理矿车落道时,巷道附近必须清理干净,复轨结束后要将使用材料
码放好,清好道眼。
以上未尽事宜严格执行公司下发的机车、矿车落辙复轨“八不准”、“八必须”。
12、各台绞车绳严禁在滚筒上出现绳套,如果发现必须先处理好,防止断绳或抽伤人员。
绞车运转时禁止用小板别绳,闲置不用的绞车绳要卷好。
13、绞车司机离岗后开关打零位,三联钮上架管理。
14、人力运料和车辆过风门时,要求过一开一,严禁同时敞开两道风门。
15、运输矿车时,各处摘挂钩时,必须将车停稳后再摘挂钩。
摘挂钩时绞车不准动作,把钩工严禁站在道心内,头部和身体严禁伸入两车之间进行操作,必须使用专用的摘挂链钩子,严禁人员用手操作,并不得进入矿车之间摘挂链,以防车辆滑动碰伤身体。
16、把钩工必须站在轨道外侧,距外侧轨道200mm左右摘挂钩。
17、把钩工摘挂钩时如遇到摘不开、挂不上时,严禁蹬绳操作,必须采用专用工具操作,以防止车辆移动身体倾倒摔倒,造成事故。
18、运输过程中必须在末一辆矿车上挂好红灯。
19、有转盘铁道的地段,每次运输只准挂一辆矿车,严禁多挂车。
20、平巷需临时存车、卸车时必须用一根长2m,断面140×140mm以上的方木,打在车轮下;用两根长3.0m,断面140×140mm以上的方木,戗在矿车上。
第二十八条、关于使用掘进机安全技术措施
1、掘进机操作使用规定按局发《掘进机操作规程》执行。
2、开机前,司机及维护共同检查掘进机完好状况,经检查以下问题无误符合要求后方可允许使用,否则处理好后再开机。
检查内容:
①切割头的刀齿是否齐全,如有短缺、损坏要及时补充更换。
②各部螺栓、螺钉是否连接牢固。
③电气系统、电缆是否符合防爆规定,急停按钮是否灵活可靠。
④喷雾及冷却系统是否畅通。
⑤液压系统是否漏油,油箱油位是否合适。
⑥各手柄控制按钮位置是否准确,动作是否灵活可靠。
⑦履带张力是否合适。
⑧中间刮板输送机刮板是否短缺,链条张力是否合适。
⑨各减速器是否漏油,内部油量是否合适。
⑩清理堆积在掘进机上的煤粉,杂物等。
3、压力、流量的调整必须由专职人员进行,调好后其他人员不允许乱动。
4、开机前要提前发出警报,只有在铲板前方和截割臂附近无人时方可启动掘进机。
5、大块煤岩上输送机前,必须进行人工破碎,不得强拉。
6、截割头截割底板时,铲板不能上抬,以免截割头碰撞铲板,正常工作时,装载铲板必须下放到最低位置。
7、必须保证油箱内有足够的油量,油温不得超过65℃,严禁用水直接喷、浇油马达和其他液压元件,进行强行冷却。
8、冷却水压水量与要求不符合时,不得启动切割电动机。
9、掘进机前进或后退时,不要损坏拖曳电缆和水管。
10、架棚时,切割臂下方不得有人,必须切断电源,除司机外其他人员不得靠近操作台,避免误动伤人。
11、掘进机在故障情况下不准强行开动,正常运转时司机应随时注意机器的运转情况,发现下列情况之一时,应立即停机,处理好后再开机,处理内容如下:(1)掘进机运转响声异常。
(2)电动机温升过高。
(3)保护装置失灵。
(4)液压系统跑、漏严重。
(5)冷却水供应不足。
(6)其他紧急事故。
12、掘进机司机及其他维修人员执行交接班制度及班后汇报制度。
交班内容须在交接记录中填写清楚。
13、司机离开操作台、掘进机停止工作、更换刀齿、检修及交接班时,必须将掘进机切割头落地,并断开掘进机上的电源开关和磁力启动器的隔离开关。
14、掘进机非司机侧必须安装可停止运转的紧急停止按钮。
急停按钮或音响信号失效时,不准开动机器。
15、掘进机主控箱的门盖与隔离开关要装有专用工具开闭的机械闭锁装置,专用工具由司机或维修人员保管。
16、掘进机必须装有前照明灯和尾灯。
17、严禁甩掉或更改机械电气保护。
第二十九条、通风防瓦斯措施
1、风筒要用2分钢丝绳吊挂要平直,钢丝绳距迎头不超过50m,逢环必吊,接口要严,有破口的风筒要及时更换,修补。
更换风筒时,要先把新风筒摆放好后,再迅速更换好,更换风筒不得大于5min,同时,全部人员必须提前撤到更换风筒地点以外。
2、任何人不得随意破坏通风设施(包括风门、密闭、测风站等)。
过大件需临时拆除时,要与通风区提前联系好。
3、巷道内要保持清洁,料场要码放整齐,以保证通风断面。
风门前后5m,测风站前后10m及密闭前严禁堆放杂物。
4、加强风门的管理,所有风门使用连锁装置,运料时要保护好风门,严禁用矿车撞风门。
发现风门破损或漏风严重时,及时向调度室或通风部门汇报,保证通风系统的稳定。
5、必须专职或兼职司机看风车,巡视沿线风筒,发现有风筒脱节等问题必须立即汇报处理,风车司机必须现场班接班。
并坚持摘挂牌制度,非局扇司机严禁开。