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2100规程修改


编号:2100 编号:2100-1

山东东山公司古城煤矿

采煤工作面作业规程

采煤工作面名称: 采煤工作面名称: 编 区 制 队 人: 长:

2100 2100 综放工作面

施 工 单 位: 批 准 人:

采 煤 三 工 区

制 日 期: 执 行 日 期:

2005 2005 年 8 月 12 日 2005 2005 年 9 月 07 日





矿审批意见 ……………………………………………… 3 作业规程学习和考试记录 ……………………………… 4 作业规程复查记录 ……………………………………… 5 第一章 概况 …………………………………………… 6 工作面位置及井上下关系 ……………… 6 煤层 ……………………………………… 7 煤层顶底板 ……………………………… 8 地质构造 ………………………………… 8 水文地质 ………………………………… 9 影响回采的其它因素 …………………… 10 储量及服务年限 ………………………… 11

第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第六节 第七节 第二章

采煤方法 ……………………………………… 11 巷道布置……………………………………11 采煤工艺 ………………………………… 13 设备配置 ………………………………… 16

第一节 第二节 第三节 第三章

顶板管理 ……………………………………… 19 支护设计 ………………………………… 19 工作面顶板管理 ………………………… 22 顺槽及端头顶板管理 …………………… 25 矿压观测 ………………………………… 30

第一节 第二节 第三节 第四节

1

第四章

生产系统 ……………………………………… 33 运输系统 ………………………………… 33 通防与监控系统 ………………………… 35 排水系统 ………………………………… 48 供电系统 ………………………………… 49 通讯照明系统 …………………………… 53

第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第五章

劳动组织和主要经济技术指标 ……………… 55 劳动组织 ………………………………… 55 …………………… 56

第一节 第二节 第六章 第七章 第八章

主要经济技术指标表

灾害预防及避灾路线 ………………………… 57 冲击地压防治措施 …………………………… 58 安全技术措施 ………………………………… 61 一般措施 ………………………………… 61 顶板管理 ………………………………… 65 防治水 …………………………………… 70 一通三防 ……………………………… 71

第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第六节 第七节

运输管理 ………………………………… 72 机电管理 ………………………………… 88 其它 ……………………………………… 97

2

矿 审 批 意 见

会审人员签字: 采煤专业: 机运专业: 安 监 处: 安监处长: 分管矿长: 年 月 日 地测专业: 年 月 日 通防专业: 年 月 日 总工程师: 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日

3

2100 综采工作面作业规程学习考试记录
负责人: 姓名 田录太 古春峰 周光琚 孙兆刚 刘佩和 何玉林 周 永 宋 飞 吕祥彬 陈承涛 姜成强 曹 义 张如明 邵明海 桑运营 徐文金 时光强 高恩全 王 伟 董国良 张兴好 吴玉强 任长来 张庆忠 周忠廷 李国宝 历宝强 田士华 张友奎 李兆海 平伟 吴兆征 黄宝国 张伟华 张晓彬 沈有才 庞宗升 宋春团 成绩 签名 传达人: 姓名 刘廷高 盛乃秀 徐金明 李成富 董昌义 田 雨 刘相平 宋在国 周 元 刘国陈 王秀良 夏侯玉圣 苏新峰 孙兆明 李怀海 严振荣 刘文杭 张副平 李永强 刘彦存 邵 虎 赵海涛 刘元祥 刘副民 马增杰 丁慎峰 朱中文 刘立厂 英玉国 史荣春 常 征 赵吉兰 朱庆利 王连军 孙兴成 董心成 侯兴平 马友夫 成绩 签名 传达时间 姓名 张廷礼 惠 平 韦西柱 密士军 王衍义 张田祥 王心银 孙敬合 苏洪礼 吴俊强 王 广 王传录 郭全兴 李 健 薛庆喜 吴 震 宋百江 董瑞欣 刘衍强 孙 有 石玉成 盛大坤 李国普 汤国政 何新水 蒋 博 贾传秋 丁学好 梁则洪 于海星 宋春团 刘本库 梁福恒 范立强 王忠密 马友夫 谢更仓 2005 年 9 月 6 日 成绩 签名

4

作业规程复查记录
作业规程名称 施工单位 复查时间 参加复查人员签字 一、存在主要问题: 2100 综放工作面作业规程 采煤三工区 2005 年 月 日

二、处理意见:

5

第一章
第一节

概况

工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系

3DF 2100 综放工作面是 21 采区第五个工作面, 位于 F6、 3 及 3DF7 三条斜交正断层之间, 上部至-850m 水平大巷,下部至 -1000 m 水平底板等高线,靠近南部井田边界和 3DF3 断层煤柱 线 ,北部为正在准备的 2101 工作面及条带,地面相对位置位 于焦家村以北,具体位置及井上下关系如表一所示。 工作面位置及井上下关系表 工作面位置及井上下关系表
水平名称 地面标高 -850m 水平 +51.0 +52.5 +51.0 ~ +52.5m 采区名称 井下标高
表一

21 采区 100 -850 ~ -1000m

地面的相 对位置

地面标高+51.0~+52.5m,井下标高为-850 ~-1000m , 2100 工作面地面相对位置位于主井东南部,位于焦家村以 北。

回采对地面 设施的影响

由于采用条带开采,工作面的回采对地面影响较小。

井下位置及 相邻关系

2100 工作面位于 F6、3DF3 及 3DF7 断层之间,属 21 采区 南部,其上部为-850 水平轨道巷,下方为未开拓区,其北部 为正在掘进的 2101 工作面条带煤柱。

走向长度 走向长度(m)

85m 85m

倾斜长度(m) 倾斜长度

1260m 1260m

面积(m2 面积 )

107100m 107100m2

6

第二节





本工作面设计开采煤层为 3 层煤,通过地质资料分析和 工作面两顺槽掘进及开切眼施工证实,该工作面范围内,3 层煤赋存稳定,全区可采,煤层的平均厚度 8.0m 为。具体 情况如表二所示。 煤
煤层厚度(m) 煤层厚度 开采煤层 7.07.0-8.8m 8.0m 3






简 单


煤层倾角(度) 煤层倾角 稳定程度

表二

煤层结构 煤 种

12° 12° 较稳定

2#气煤

本工作面所采煤层为二叠系山西组 3 煤,位于山西组下部, 距山西组底界面 10m 左右,距三灰约 50m。煤层结构简单;煤层 厚度为 7.0~8.8m,加权平均厚度 8.0m,为特厚煤层,煤层稳

煤 层 情 况 描 述

定;煤层倾角 12°,属缓倾斜煤层,裂隙发育。煤层硬度系数 f=2~3.3,煤为黑色烟煤,沥青~弱玻璃光泽,厚层状,视密度 为 1.35t/m3,以半亮型为主,夹有镜煤条带,煤层结构呈条带状 和线理状,夹有矸石薄层,为低灰、低磷、低砷、特低硫,高发 热量,中等易洗选、优等回收率的二号气煤,既可做炼焦配煤, 又可做为各种动力及民用燃料煤。

7

第三节

煤层顶底板
表三

煤层顶底板情况表
顶、底板名称 基本顶 直接顶 伪顶 岩石名称 中粗砂岩 砂质泥岩 厚度 m 12.50 3.65 特 征

以白色为主,少带灰白色,含黑 色矿物钙质胶结,坚硬、致密呈 黄铁矿散晶及结核、成分以石英 为主,长石次之。

直接底

砂质泥岩

3.94

深灰色~灰黑色,上部为粘土质 泥岩含植物化石及黄铁矿细脉。 灰色,泥钙质胶结,坚硬,波状

老底

中粗砂岩

6.20

层理层面有黑色炭面,成分以石 英为主

见附图 1:2100 面煤层顶底板综合柱状图 第四节 地质构造

一、断层情况以及对回采的影响 本工作面经两顺槽掘进及开切眼施工揭露地质构造较 为复杂,煤层总体为一 SE 倾斜的单斜构造。煤层产状为 SE ∠0~18°。在工作面两顺槽及切眼施工共揭露断层 11 条, 其中落差大于 5m 的有 3 条(见表四),对工作面的推进将 会有一定的影响,当工作面过落差大于 5m 的断层时,需制 定专项过断层措施。 二、褶曲情况以及对回采的影响 根据 2100 工作面两顺槽及开切眼施工揭露,本工作面 无褶曲构造。

8

断 层 情 况 表
构造名称 F1 F2 F3 F4 3DF5 3DF106 F5 3DF4 F6 F7 F11 走向 NE NE SE SE NE SE NE SE SW NW SE 倾向 NW NW SW SW SE SW SW SW NW NE SW

表四

倾角(度) 落差(m)对工作面的影响 62 60 22 52 65 58 85 75 65 45 60 2 1.5 1.5 3 8 3 1 6~15 2 1.5~2.5 2~11 较小 较大 较小 较大 较大 较大 较小 较大 较大 较大 较大

三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等) 根据 2100 工作面两顺槽及开切眼施工揭露,本工作面 范围内,没有陷落柱、火成岩侵入。详见附图 2,工作面运输 顺槽、轨道顺槽素描图。

第五节

水文地质

一、3 煤顶、底板砂岩裂隙含水层分析 工作面赋存最大落差断层为15m,两顺槽实际揭露说明
9

闭合性好,仅局部有淋水。工作面水文地质条件简单。 对回采有影响的主要为3煤顶、底板砂岩裂隙含水层, 矿井勘探时期对3煤顶、底板抽水试验及采后实际揭露,该 含水层富水性弱,补给条件差。 3煤顶、底板砂岩裂隙含水层,由于断层落差小,与其 它含水层无直接补给关系,加之断层闭合性好,对工作面回 采无影响。 二、其它水源的分析 工作面南部为3DF3断层,落差5m,倾角65 ,该断层闭合 性好,分析该断层含水性、导水性均较差,另外,3DF3断层 侧留设了防水煤柱,预计该断层对工作面回采无影响。 三、涌水量 根据 2105、2102 等邻近工作面分析,预计该工作面正 常涌水量:10m /h,最大涌水量:15m /h
3 3 0

第六节

影响回采的其它因素

一、 影响回采的其它地质情况(见表五) 二、冲击地压和应力集中区 本工作面周围均为实体煤柱,根据工作面两顺槽及开切 眼施工以及已回采的 2106、2107 综放工作面实际观测,预 计深度地压对正常回采影响较大。

10

影响回采的其它地质情况表

表五

本矿井为低瓦斯矿井,2003 年瓦斯鉴定结果为矿井 瓦 斯 CH4=2.41m3/t、CO2 =3.62m3/t,为低瓦斯矿井。无煤和 瓦斯突出现象。工作面所采 3 煤为低瓦斯、低二氧化碳 等级。 CO2 煤尘爆炸指数
煤的自燃倾向性

低二氧化碳 煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸指数为 36.41% 该煤层自燃发火为 II 类,自燃发火期为 3~6 月, 从其他工作面实际情况看,3 煤最短发火期为 48 天。

地温危害 冲击地压危害

地温梯度为 1.2○/100m,预计深部地温较高 深部地压作用明显,煤层具有冲击倾向性

第七节 一、储量 工业储量:1156680t

储量及服务年限

可采储量:本矿的综放工作面回采率参考值为82%,可 采储量948477t 二、工作面服务年限 工作面的服务年限 =可采推进长度/月设计推进长度 =1260÷113=11.1(月)

第二章
第一节

采煤方法
巷道布置

11

一、采区设计、采区巷道布置概况 古城矿井 21 采区是古城煤矿 2002 年设计,山东省人民 政府压煤搬迁办 2002 年以鲁政搬[2002]8 号文批准,2003 年开始回采, 采区为矿井深部采区, 21 位于工业广场东南部。 北以 F14 断层与 22 采区为界,南至井田边界,浅部至-850m 水平,深部到-1000m 水平。采区地表平坦,泗河在采区浅部 流过。地面村庄有河头村、田家村、马家村、焦家庄。 该采区共分为 10 个工作面,工作面采用倾斜长壁布置。 -850 水平运输大巷、-840 皮带运输巷在采区上部穿过,工 作面采用仰斜后退式开采。 二、工作面轨道顺槽 断面为直墙拱形,断面净面积为 12.81m ,净宽为 4.2m, 墙高 1.8m,拱高 1.5m,支护形式为:锚网+钢梯+锚索, 锚杆间排距:拱部 700×800mm,两帮 800×800mm,锚索Ф18×
8000mm。轨道顺槽长 1260m,主要作为进风、运料。
2

三、工作面运输顺槽
巷道断面为直墙拱形,净面积为12.81m ,净宽为4.2m,墙 高1.8m,拱高1.5m,支护形式为:锚网+钢梯+锚索,锚杆间排 距:拱部700×800mm, 两帮800×800mm,锚索Ф18×8000mm。 运输
2

顺槽长1260m,主要用作回风、煤炭运输。 四、采煤面切眼 采煤面切眼为矩型断面,净宽 6.0m,净高 2.5m,净面
12

积 15m ,支护形式为:锚网+钢梯+锚索+单体支柱+铰接 顶梁。顶部锚杆为Φ22mm×2200mm 螺纹钢树脂锚杆,帮锚杆 为Φ20mm×2200mm 螺纹钢树脂锚杆和 1200mm 的管缝锚杆, 锚杆间排距均为 800mm, 金属网为 8 的冷拔丝经纬网,网孔为 50×50mm,钢梯为用Φ10mm 的圆钢加工的钢梯。锚索间距为 1700mm, 排距为 3200mm, 锚索为Φ18mm, 锚固深度为 8000mm, 中间采用单体支柱双排直线布置, 排距 2000mm, 间距 1000mm, 与 1000mm 的金属铰接顶梁配合使用。 五、联络巷 断面为圆弧拱形,净宽为 2.4m,墙高 2.0m,拱高 0.8m。 支护形式为:锚网支护,顶部锚杆为Φ20×2200mm、帮部锚 杆为Φ18mm×1800mm 的螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距均为 800mm,金属网为网孔 60mm×60mm 的 8#冷拔丝经纬网,顶部 钢梯用Φ10 圆钢加工制作。 六、工作面煤仓 在-840 水平设有工作面煤仓,其内径 3.4m,圆形锚喷 支护,深度为 8m,设计容量 100t。详见附图 3:2100 工作面 平面位置及巷道布置图
#

2

第二节 第二节 一、采煤工艺

采煤工艺

2100综放工作面采用倾斜长壁采煤法,采用综采放顶煤
13

工艺,一次采全高,全部垮落法管理顶板。 双滚筒采煤机割煤,采高2.4±O.lm,割煤深度为0.6m。 液压支架尾梁、插板伸缩、摆动放顶煤,放煤高度5.6m, 采放比为1:2.33。放煤采用一刀一放,双轮顺序放煤,放煤步 距0.6m。初次放煤为工作面推进5m处,距停采线10m时停止 放顶煤。 二、采煤方法 1、采煤机的进刀 采煤机的进刀采用中部自开缺口、斜切进刀的方式,斜 切进刀段长度为 35m,进刀深度 0.6m。具体操作如下: 当采煤机向上(下)正常割煤时,从工作面下(上)端头 开始向上(下)推移前部刮板运输机至工作面中部,当采煤 机割透上(下)端头煤壁后,将两个滚筒的位置上、下调换, 然后采煤机向下(上)空行,行至工作面中部前部刮板运输 机弯曲段时开始进刀,当采煤机通过弯曲段达到正常截割深 度后完成进刀,继续向上(下)推移前部刮板运输机至平直状 态,采煤机向下(上)正常割煤。 详见附图 4:2100 综采工作面采煤机进刀示意图 2、放顶煤 根据本矿已回采的2102工作面的开采经验,放煤采用一
14

刀一放煤, 放煤步距为0.6m。采用双轮顺序放煤工艺。即: 两人放煤,从上(下)往下(上)依次进行,每人操纵一个 放煤口, 一人先大约放出顶煤量的1/2~1/3, 另一人相距6~ 7架再依架放煤,见矸为止,而后升起支架尾梁,伸出插板。 三、工作面正规循环生产能力 工作面割煤回采率为97%、放煤回采率为78%。工作面回 采率为82%。工作面每日按8个循环组织生产,进尺4.8m, 正规循环率80%,月平均工作天数29.42天,割煤高度2.4m, 放煤高度5.6m,则: 日割煤量: A1=m1×L×n×l×γ×c1 =2.4×85×8×0.6×1.35×97%=1282.5 吨/天 日放煤量: A2=m2×L×n×l×γ×c2 =5.6×85×8×0.6×1.35×78%=2405.9 吨/天 月产量: B=(A1+A2)×D×K =(1282.5+2405.9)×29.42×80%=86880 吨/月 式中: m1----工作面采高,2.4m; m2----工作面放煤高度,5.6m; γ----煤层容重,1.35t/m ;
15
3

c1----工作面割煤回收率,97%; c2----工作面放煤回收率,78%; n----工作面日循环数,8个; l----工作面循环推进度,0.6m; L----工作面长度,85 m; D----月平均工作天数,29.42天; K----月正规循环率,80%

第三节 1、放顶煤液压支架 型号: 支架高度: 中心距: 宽度: 工作阻力: 初撑力: 支护强度: 支架质量: 2、过渡支架 型号: 支架高度: 中心距:

设备配置

ZF6200/16.5/26.5型低位放顶煤液压支架 1650~2650mm 1500mm 1430~1600mm 6200KN 5236KN 0.83MPa 20T

ZFG6500/20/30 2000~3000mm 1500mm
16

工作阻力: 初撑力: 支护强度:

6500KN 3960KN 0.83MPa

3、采煤机 型号: 采高: 滚筒直径: 截深: 牵引速度: 最大牵引力: 总装机功率: MG250/591-QWD 1.8~3.159m 1600mm 600mm 0~7.0m/min 590KN 591KW

4、 前、后部刮板输送机 型号: 运输能力: 链速: 铺设长度: 电机功率: 电压: 5、 转载机 型号: 运输能力: SZZ764/132 900 t/h
17

SGZ730/400 700 t/h 1.1 m/s 110 m 2×200KW 1140/660V

链速: 铺设长度: 电机功率: 电压:

1.33m/s 42m 132KW 1140V

6、顺槽可伸缩胶带输送机 型号: 带宽: 运量: 带速: 电机功率: 电压: 7、破碎机 型号: 破碎能力: 最大入口尺寸: 电机功率: 电压: 8、乳化液泵站 型号: 流量: 压力: 功率: BRW315/31.5 315L/min 31.5MPa 200KW
18

DSL1000/60/2×185 1000mm 600t/h 2.5m/s 2×185KW 1140V

PCM110 1200T/h 700×950mm 110KW 1140/660V

电压:

1140/660V

9、SGB630/40T刮板输送机 电机功率:55KW 运输能力:150t/h 链速:0.86米/s 中间槽尺寸:150O×620×200 米 详见附图 5:2100 综采工作面设备布置图及表六

第三章
第一节

顶板管理
支护设计

一、液压支架支护强度验算: 1. 参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工 作面矿压参数。(见表七) 2.合理支护强度的计算 采用经验公式计算:

Pt = 8×9.81×h×r =8×9.81×2.4×2.6
= 489.715(kN/m ) 3、选择工作面支护强度 选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参 考表”中最大平均支护强度=432.6(kN/m ) ,因此工作面支
2 2

19

预计本工作面矿压参数参考表
序 项 号 顶 底 1 板 条 件 2 初 次 3 来 压 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 来压步距 最大平均支护强度 最大平均顶底板移近量 来压显现程度 平 5 时 6 7 8 9 10 最大平均顶底板移近量 直接顶悬顶情况 底板容许比压 直接顶类型 老顶级别 巷道超前影范围 mm m MPa 类 级 m 80 < 1 40.6 二类 二级 20 最大平均支护强度 kN/ m
2

表七



单 位

同煤层实测

本面选取或预计

直接顶厚度 老顶厚度

m m

冒落带 12.50

直接底厚度

m

3.65

直接顶初次垮落步距 来压步距 最大平均支护强度

m m kN/ m mm
2

10 50 432.6 150 不明显

10 50 432.6 150 不明显 30 432.6 100 不明显 432.6 80 < 1 40.6 二类 二级 20

周 期 4 来 压

m kN/m mm
2

30 432.6 100 不明显 432.6

20

工作面条件与支架适应条件对照表
工作面条件 采高 倾角 煤厚 煤硬度 底板比压 支护强度 顶板种类 2.4m
< 12
0

表八

支架适应条件 1.65~2.65m 0~15
0

8.0m 2~3 40.6MPa 489.715(KN/m2) 二类 二级
2

2.2~12m 最大4.0 1.8MPa 830(KN/m2)

护强度应大于489.715(kN/m )。 4、支护设备选择 2100综放工作面选用基本液压支架ZF6200/16.5/26.5型低 位放顶煤支架,共52架,上、下两端头选ZFG6500/20/30型过 渡支架各3架。从皮带顺槽到轨道顺槽依次编号为1~58号支 架。 根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,选用 ZF6200/16.5/26.5 型支架, 在满足顶板管理支护强度需要的 同时,也能满足底板比压值要求。 二、乳化液泵站 (一)泵站选型、数量 乳化泵选用BRW-315/31.5型两台。输液管路选用高压 胶管,耐压45MPa以上。 乳化泵主要技术参数如下: 型号: BRW315/31.5
21

流量: 功率: (二)泵站设置位置

315L/min 200KW

泵站安设在轨道顺槽距离采煤面80m~150m的位置。 (三)泵站使用规定 要保证泵站压力大于30MPa,乳化液浓度3%~5%。要加 强支架与泵站的维修,杜绝系统的串、漏液。

第二节

工作面顶板管理 工作面顶板管理

根据已开采的21采区相邻2102工作面矿压观测资料,其 煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶是不稳定的Ⅱ类顶板。 本工作面的顶板管理采用全部垮落法。 工作面配置52架低位放顶煤液压支架,上下端头各配置 3架放顶煤过渡支架,共58架支架,对工作面顶板实行全支护 法管理。 一、正常工作时期顶板支护方式 采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。 在采煤机割 煤后,先移支架,再移运输机,即割煤—移架—移运输机; 采用带压移架的方式移架。正常移架要滞后采煤机后滚筒 3~5架,不得超过6架。顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人 工操作超前移架, 当发现片帮严重时, 即: 不等采煤机割煤, 就进行移架, 再进行其它操作, 工艺为移架—割煤—移运输
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机。移架步距0.6m。 (一)移架顺序为: 1、 采煤机向下 (上) 端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3~ 5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。 2、采煤机割煤并移架后,及时将支架的前探梁伸出护 顶。 3、采煤机进刀,向上(下)正常割煤时,自下(上) 而上(下)滞后煤机后滚筒3~5架移架(顶板破碎时可紧跟 前滚筒移架)。 4、 机头处3架过渡架的移架的顺序为:先移2 架 (57#架) , 后移1 架(58 架),再移3 架(56 架)。 5、在采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将前探梁收 回,并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将前探梁伸出。 (二)支护要求: 1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、 二平、一净、二畅通”的质量要求,即: 三直:①支架排成一条直线,偏差不超过±50mm;②运 输机一条直线,偏差不超过±50mm,弯曲段不小于20m;③ 工作面煤壁一条直线。 二平:①顶板平无伞檐;②底板平无台阶和落差。 一净:机电设备上无浮煤杂物。 二畅通:①工作面上下出口及超前支护段内要保证有
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0.7m宽、1.8m高的人行通道,端头无材料及杂物堆积,顶板支 护良好。 2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不 得小于24MPa。 3、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒 的距离一般不超过6架,防止长时间空顶。 4、工作面出现架前冒顶时,要及时打贴帮柱配合木料 接顶,并支好支架。 5、工作面生产以前要编制初次放顶和工作面初采的专 项措施。 二、特殊时期的顶板管理 (一)来压及停采前的顶板管理 1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措 施。 2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压 的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来 压位置。 3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须 达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态, 及时采取措施预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加 大支护密度,确保端头联网时与经纬网搭接0.4m以上,防止
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出现端头冒顶。 5、工作面停采前要编制造条件措施,加强顶板管理。 (二)过断层及顶板破碎时的顶板管理 本面揭露11条断层,必须加强过断层回采时的顶板管理 工作,当断层落差大于5m时,需要制订专门过断层措施。 当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架, 及时支护煤壁;在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒 落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架的方法维护顶板。

第三节

顺槽及端头顶板 顺槽及端头顶板管理 及端头顶

一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护 1、支护要求: 工作面有两个畅通的安全出口,一个是轨道顺槽通到总 进风巷,一个是回风顺槽通到总回风巷。 运输顺槽超前支护采用3.4mЛ型长梁配合单体支柱架棚 支护,轨道顺槽超前支护采用单体支柱配合2.8Л型长梁架 棚支护; 一梁三柱,梁间距1.0m,当顺槽压力较大时,缩小 梁距加强支护。超前支护长度不少于40m。皮带顺槽超前支 护由于转载机、破碎机及破碎机皮带轮位置占用空间大,此 位置可以一梁两柱支护。详见附图6:2100综放工作面顺槽 及端头支护示意图。 2、支护材料:
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单体液压支柱为DZ25~35。 单体液压支柱参数: 初撑力: 最大工作阻力: 支撑高度: 117.6KN 245KN 2.5~4.0m

3、支护质量标准: ①、单体支柱必须成一直线,偏差小于±100mm。 ②、所有单体支柱支设必须迎山有力,支设牢固,初撑 力不得小于6.5 MPa ,不得大于25 MPa。支柱防倒绳钩必须 挂牢在巷道顶网上,支柱钻底初撑力达不到要求时或支柱钻 底量超过20cm时必须穿铁鞋。 ③、两巷道支护高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小 于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。 ④、在转载机(破碎机)两侧支设的单体支柱距转载机 (破碎机)机身最突出部分不得小于50mm,单体支柱影响转 载机(破碎机)拉移时必须提前整改。 ⑤、 两顺槽超高处, 超前支护所用3.5m单体柱不够高时, 可用4.0m单体柱带木帽支护,木帽规格为≥0.5m的道木;工 作面超前支护以外的巷道发现巷道变形严重时,必须按两顺 槽超前支护支设标准提前加固。 ⑥、所有单体支柱的三用阀方向及支柱手把一致并且注 液口方向朝向老空。
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⑦、铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。 ⑧、架棚支护时,长钢梁沿巷道断面方向布置,一棚三 柱,单体支柱柱爪必须卡在梁牙上,两端支柱柱爪距长梁两 端不得小于0.2m,顶梁上方均匀布置至少两块木板(1.2m), 支柱上方必须用木料垫实,保证长钢梁整体受力均匀,防止 长钢梁受力不均,造成长钢梁弯曲损坏。
9 ○、长钢梁及铰接顶梁上方必须保持一梁一柱一木,以

缓冲顶板突然来压时对支柱的冲击力。 二、端头支护(上、下安全出口)的顶板管理 1、上、下端头支护采用单体液压支柱配合 1m 双楔铰接 顶梁进行支护。双楔铰接顶梁距端头 1 、58 架顶梁边缘不得 大于 0.5m,距离超过 0.5m 时,必须加打一排双楔顶梁支护 顶板,双楔顶梁间距为 0.6m,必须在每一个双楔铰接顶梁下 支设一棵单体液压支柱,因设备影响前后溜头处可以分别有 一棵双楔梁不打支柱,支柱初撑力不得小于 11.5MPa,不得 大于 25 MPa,支柱钻底量超过 20cm 或支撑力达不到要求时 必须穿鞋,支柱必须拴好防倒绳,顶梁必须铰接使用。 58 架顶盖外沿与上煤壁间距不得大于1.2m。当小于 1.2m时,支架进入顺槽,可以代替原出口抬棚,大于1.2m时 要及时恢复双楔梁支护。双楔梁与上煤壁间距大于1.2m时要 增加一排单体支柱配合铰接顶梁进行支护;当双楔梁到上煤 壁距离小于1.2m,顶板破碎,回撤双楔梁、铰接顶梁困难时
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可以使用15Kg/m的轨道(≥4.0m)整体加固。1 架顶盖外沿 与下煤壁间距不得大于1.8m,当1 架外边缘距下煤壁小于 1.8m时,1 架进入顺槽可以代替原出口抬棚。当≥1.8m时必 须恢复双楔梁支护,当双楔梁与下煤壁间距大于1.8m时要加 一排单体支柱配合铰接顶梁进行支护;出口处高度超过3.5m 以上时,可以用15kg/m以上轨道超前工作面煤壁不超过5m代 替原出口抬棚。当两端头顶板破碎时在顶梁上方使用轨道 (15kg/m,≥4.0m)配合厚木板(长:1.8m、厚:10cm)沿 工作面方向进行加强支护,每刀一根,轨道一头担在支架及 双楔梁上方,另一端担在铰接顶梁上。当支架分别进入两顺 槽,距离上、下煤壁的间距符合上述规定代替双楔梁时,必 须贴支架外沿支设单体支柱,支设在轨道下方。支柱与轨道 接触部分必须加木板防滑。 2、 为进一步加强端头顶板管理, 工作面上下端头各包网 不少于2架,采煤机割煤后,及时挂菱形金属网(网孔50× 50mm)后打管缝锚杆(1.2m)支护顶板(煤体较好,顶板完 整时可以不打锚杆),菱形金属网和顺槽经纬网搭接不得小 于0.4m,工作面联网搭接0.2m,联网扣距0.2m,扣要联紧联 牢。两端头的端头架必须插网放顶煤,严禁丢煤。特殊情况 不能放煤时必须报经生产科批准。 3、上、下端头应支设切顶关门支柱,支柱(中-中)间 距不大于0.4m, 支柱初撑力不得小于50KN, 并使之挡矸有效。
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随着工作面的推进,关门柱及时回撤前移,关门柱回撤标准 是关门柱与支架插板收回位置齐,运输顺槽超前0.6m或拖后 不得超过2.8m;轨道顺槽超前或拖后不得超过0.6m。 端头支护的挪移、支设应在端头支架移架完成并达到初 撑力后方可进行。 三、支护材料的使用数量和存放管理 轨道顺槽超前支护 40m:需要 3 排计 126 棵单体支柱, 42 棵长钢梁;出口支护需要 16 棵单体支柱,8 棵铰接顶梁, 8 棵双楔梁,关门柱 10 棵。共计需要 152 棵单体支柱,16 棵顶梁,42 根长钢梁。 运输顺槽超前支护 40m:需要 3 排计 126 棵单体支柱, 42 棵长钢梁;出口支护需要 16 棵单体支柱,8 棵铰接顶梁, 8 棵双楔梁,关门柱 10 棵。共计需要 152 棵单体支柱,16 棵顶梁,42 根长钢梁。 工作面正常需要单体液压支柱 304 棵,铁鞋 304 个,顶 梁 32 根,长钢梁 84 根。 计算其备用量为正常用量的 10%,即备用单体液压支柱 31 棵,金属铰接顶梁 4 个,铁鞋 31 个,坑木 5m ,小板材料 5m ,π型长钢梁 9 根。 备用材料的存放地点,应保持距工作面200~250m之间, 在两顺槽中的内侧煤壁处。材料分类摆放整齐,材料层与层 之间必须使用统一长度、规格的垫木。实行挂牌管理,牌板
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必须清洁、卫生。标明材料名称、型号等内容,并由专人负 责。材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需 的运输通道。

第四节 一、矿压观测内容

矿压观测

2100综采工作面的矿压观测研究内容主要有:支架阻力 观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超 前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态观 测。 根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特 征,工作面支架受力特点,支架对顶煤的适应性和控制性效 果,超前支承压力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性, 工作面支护质量等进行定期分析,并进一步了解煤、岩体力 学参数等基础数据。 二、观测方法 1、工作面的矿压观测 (1)支架工作阻力观测: 在支架前后立柱上安装压力表,分别在工作面上、中、 下部均匀布置 3 条观测线,观测支架前后立柱工作阻力的变 化情况。测线布置:上、下端头的端头支架各一条,中间基

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本架 1 条,即分别布置在 3 、30 、56 支架上,由工区派专 人进行读取支架的初撑力、工作阻力,分别在移架前、移架 后各读取一次并记录好。 (2)支架活柱缩量观测: 用钢卷尺在工作面上、中、下部布置 3 条观测线,在移 架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数,可算出循 环下缩量和下缩速度,其测线与支架阻力测线对应布置,即 分别布置在 3 、30 、56 支架上。 2、顺槽的矿压观测 (1)巷道围岩变形观测 1 ○、利用顶板离层观测。在两顺槽每间隔 100m 安装一 部顶板离层仪,对每个离层仪按推进度进行编号,随每部离 层仪在巷道的行人侧 1.5m 高位置悬挂离层仪管理牌板,要 要求所有离层仪必须型号统一,安装合格,能够真实的反映 顶板煤岩的离层情况;离层仪管理牌板必须统一,无破损, 字迹清晰。 2 ○、随工作面的推进,两顺槽顶板受采动影响发生变 化,距工作面距离越近影响越大,对于顶板离层仪的观测要 求距工作面 200m 范围内每 3 天进行一次观测; 距工作面 200m 以外每 7 天进行一次观测;观测数据时要正视离层仪标尺, 将观测数值认真填写在离层仪管理牌板上,字迹要清晰工
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整。 3 ○、技术及记录要求 a、建立顶板离层仪观测记录本,每次观测将观测数据 填写在记录本上,次月 2 日前将观测记录本交生产科。 b、观测过程中如出现下沉量超过 150mm 时,工区必须 及时汇报生产科,由生产科组织专业人员进行分析,以便进 一步采取针对性措施。 c、加强平时的检查与维护,当下沉量接近极限值时, 必须对顶板离层仪的浅基点和深基点重新进行调整,防止超 过极限值造成顶板离层仪破坏。 (2)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测 使用增压式压力表分别测量在轨道、皮带顺槽超前支护 内所有支柱的工作阻力,掌握其变化情况,每小班观测一次, 以便分析围岩变形时的支柱阻力变化情况。 三、支护质量监测 每旬由技术科不定期对工作面和顺槽支护质量动态检 查一次,对存在的问题,由采煤队立即整改。监测内容要包括 支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落 情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。 四、观测时间要求

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1、支护质量监测:整个生产期间。 五、管理规定 1、要以严谨的科学态度进行读数,不得马虎,更不能 凭自己想象造数。 2、要爱护仪表、保护仪表,严禁随意破坏各种仪表。 3、与观测无关人员严禁对仪表进行随意调整。 4、读数时须平视仪表表盘,读数力求精确。 5、上井后须及时将观测数据上交工区并与工区共同分 析矿压变化情况以便指导生产。

第四章
第一节 一、运输设备及运输方式

生产系统
运输系统

(一)运煤设备及装、转载方式 采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤;破 碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤,在插板缩回后利 用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤 的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临 时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中 40T 刮板输送 机(40T 刮板输送机在工作面推进 80m 后撤出)到桥式转载
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机、破碎机和胶带输送机上通过转载煤仓运出。 (二)辅助运输设备及运输方式 工作面需用的材料、设备等物资,采用 1t 矿车或平板 车、SQ-1200 连续牵引绞车,通过轨道顺槽运进工作面。 二、移溜方式 采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式,推拉溜 步距 0.6m,弯曲段长度不小于20m,推拉方向为自下(上) 而上(下)。 (一)推移前部运输机 1、采煤机向下(上)端正常割煤时, 按照自上(下) 而下(上)的顺序,依次推拉刮板运输机,至距离采煤机后 滚筒20m处。 2、在采煤机向上(下)斜切进刀切入煤壁规定截深后, 将前部运输机按自上(下)的顺序推向煤壁,成一条直线。 (二)拉移后部输送机 工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置,待循环 放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口5~10架拉移一 个步距。 三、煤炭的运输 工作面采煤机割煤(支架放煤) -→ 输送机 -→40T刮板输送机-→ 前、后部刮板

转载机-→2100顺槽胶

带输送机-→工作面煤仓-→-840南翼皮带巷-→-840集
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中煤仓-→下山皮带-→南翼上仓皮带-→井底煤仓-→ 主井-→地面 四、辅助运输系统路线: 地面-→副井-→井底车场-→-505南翼轨道运输大 巷-→轨道下山上车场-→轨道下山-→-850车场-→ 2100轨道顺槽-→工作面 详见附图7:2100综放工作面生产系统图。

第二节 一、通风系统 1、风量计算

通防与监控系统

根据《煤矿安全规程》、《山东省“一通三防”工作实 施细则》和《临沂矿务局矿井风量计算实施细则》规定计算 风量。 (1)按瓦斯涌出量计算: Q=100×q×k 式中: q -- 采煤面瓦斯绝对涌出量,m /min。根据2003年度的 瓦斯鉴定结果,取q=0.2m /min。 k -- 采煤面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取k=1.4。 Q=100×0.2×1.4=28 m /min (2)按采煤工作面温度计算:
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Q=60×V×S×K效 式中: V-- 采煤工作面合理风速。采面的温度控制在20~23° 比较适宜,对应风速为1.0~1.5m/s,取V=1.1 m/s。 S -- 采煤工作面的平均有效通风断面积。采高2.4m, 最大控顶距5.75m,最小控顶距5.15m。 S=0.5×(S大+S小)=0.5×(13.8+12.36)=13.08m K效--采面的面效系数,取0.7 Q=60×1.1×13.08×0.7=604m /min (3)按采煤面同时工作的最多人数计算: Q=4×N=4×50=200 m /min 式中: N -- 每班同时工作的最多人数,原煤生产最多35人, 加上通风、机电维修及管理人员等,取50人。 (4)按风速进行验算: 按最低风速验算 Q ≥ 15× S Q > 15×13.08 = 196m /min
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式中:S--采煤工作面的平均有效通风断面积。 按最高风速验算 Q ≤240× S Q ≤ 240×13.08=3139 m /min
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式中:S--采煤工作面的平均有效通风断面积。 (5)根据上述计算,决定取2100回采工作面需要风量
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为604m /min。 (二)通风路线 新鲜风流自副井-→ -505m 水平南运输大巷-→轨道 下山-→-850 车场-→-850 南大巷-→2100 轨道顺槽-→ 2100 工作面-→2100 皮带顺槽-→-840 回风巷-→回风下 山-→南翼总回风巷-→主井-→地面。 详见附图 8:2100 综放工作面通风系统图 二、防治瓦斯 1、瓦斯检查 (1)工作面设专职瓦斯检查员检查,每隔3~5h检查一 次,每班至少检查两次。 (2)瓦斯检查点设置:①工作面回风出口以外10m处; ②回风隅角处。③工作面距回风口5m处。并将检查结果记录 在册,填好瓦斯检查牌板。 (3)瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附 近,检查结果要及时填写,并及时向有关人员汇报。 (4)放炮时严格执行“一炮三检”制度、“三人连锁” 放炮制度,并做好记录。 2、瓦斯监测 (1)加强对工作面瓦斯的监测,在距回风出口5~10m 处安装安全监测系统的瓦斯传感器,甲烷传感器布置在巷道

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的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷道煤壁不 得小于200mm。瓦斯报警浓度为≥1.0%、断电瓦斯浓度为≥ 1.5%,复电瓦斯浓度不大于1.0%。断电范围为工作面及其回 风顺槽内全部非本质安全型电器设备,断电开关为1 移动变 电站、2 移动变电站,3 、4 、5 低压总馈电开关。传感器 每7天调校一次。详见附图9:2100综采工作面安全监控系统 图。 (2)监测系统必须由专人维护,确保系统灵敏可靠。当 瓦斯超限或监控系统报警时,要按规定安排撤人,并及时查 明原因,进行处理。 三、综合防尘系统 1、防尘供水系统 (1)2100 工作面的防尘用水,由地面静压水池经副井、 -505 南大巷和轨道下山到达 2100 工作面轨道顺槽、皮带顺 槽,供给两顺槽和工作面的用水。 (2)轨道下山主管路为Φ108mm铁管,轨道顺槽防尘支 管路为Φ75mm铁管,皮带顺槽防尘支管路为Φ50mm铁管,每 隔100m设一闸阀,每50m设一三通阀门。给防尘水幕和各转 载点供水。 2、防尘措施 (1)、2100运输顺槽共安设三组净化水幕,喷雾覆盖 全断面,距回采面煤壁50m处,安设一道微振动水幕,2100
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联络巷以里50m处安设一道,运输顺槽中部安设一道。2100 轨道顺槽共安设二组净化水幕,在进风顺槽距煤壁50m范围 内安设一道手动水幕,2100联络巷以里50m处安设一道。详 见附图10:2100综采工作面防尘系统及避灾路线图。 (2)煤层注水 2100面煤样分析煤体孔隙率为7.12%,需要煤层注水, 煤层注水时: ①、煤层注水设备:在回采工作面轨道巷安装一台 5D-2/150型注水泵。 ②、注水泵主要技术参数 工作压力: 15MPa 功率: 流量: 11 kw 2 m /h
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③、回采面煤层注水前要编制安全技术措施。措施中要 明确注水方式、钻空角度、深度、注水时间、注水量等内容。 (3)采煤机内外喷雾: 煤机采用二次负压降尘,要求喷雾嘴完好不堵塞,内喷 雾压力不小于2MPa, 外喷雾压力不小于1.5MPa, 雾化程度高, 特别是外喷雾要能够封闭截割产生部位。内喷雾装置不能正 常喷雾, 外喷雾压力不得小于4MPa, 无水或喷雾装置损坏时, 必须停机处理。 (4)靠近工作面的两顺槽水幕均随着工作面的推进而
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向外移。 (5)架间喷雾和放煤口喷雾除尘 ①、供水采用φ25mm的高压胶管。 ②、动作方式:架间喷雾使用手动人工控制,放煤口采 用自动化控制,实现放煤口自动喷雾。 ③、喷嘴布置:工作面每架要安装一组架间喷雾(间隔 4架按一组光控自动喷雾)、架尾每架各安设一组放顶煤自 动喷雾。 ④、喷雾要求:架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把 放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产生煤尘部位。 ⑤、工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有3 架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断 面。 ⑥、煤机装备二次负压降尘设备,割煤时正常使用。 ⑦、工作面支架装备KHC1型随机联动闭锁喷洒灭尘系 统。 (6)转载机的喷雾: ①、工作面两部运输机机头及转载机头各安设一组手动 喷雾头。 ②、皮带顺槽装载点、煤仓、回采面前后部溜头转载点、 破碎机均各安装一组手动喷雾。 (7)定期冲刷巷道粉尘:
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①、回采面、回风顺槽距采面50m范围内随时冲刷煤尘, 无煤尘堆积;回风顺槽距采面50m外每天冲刷一次。 ②、皮带顺槽至煤仓,皮带顺槽至-840皮带巷入口每天 冲刷一次。 ③、轨道顺槽及两顺槽联络巷每周冲刷一次。 (8)其他防治粉尘措施 ①、 每周至少检查一次煤尘隔爆设施的安装地点、 数量、 水量及安装质量是否符合要求。 ②、工作面放炮时必须实行湿式打眼、使用水炮泥、放 炮前后冲刷巷道两帮。 ③、配备个体防尘工具,加强个体防护。 ④、皮带巷及其他巷道浮煤要及时清理。 ⑤、工作面的风速要符合《规程》的规定,防止煤尘飞 扬,煤仓内要保留一定量的存煤,不得放空、防止风流短路。 (9)防尘供水系统: 地面静压水池→副井→-505m南大巷→轨道下山→-850 车场→2100轨道顺槽(2100皮带顺槽)→2100回采工作面。 3、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施 (1)2100轨道顺槽和皮带顺槽分别安装三组辅助隔爆 水袋棚,水袋容量为40L/个,水棚容量按200L/m ,每组长度 不小于20m。 (2)水袋棚的前排距离工作面60~200m范围内,随着
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工作面的推进向后移。 (3)隔爆水棚每周检查一次,并做到经常冲刷,水质、 水量要符合要求,发现损坏的及时更换。 (4)隔爆水袋棚的排间距为1.2~3m,水棚距离顶板、 两帮间隙不得小于100mm,距离轨面不小于1.8m,棚组内各 排水棚的安装高度要一致。 (5)水棚应设在巷道的直线段内,与巷道的交叉口、 转弯处、变坡处的距离,不得小于50m。 (6)水棚要挂牌管理。 四、防治煤层自然发火技术措施 1、监测系统 (1)在回风下山-593水平设立一个束管分路箱,将束管 从分路箱敷设至回采工作面回风端头,每天循环监测一次。 监测的主要气体成分是:CH4、CO2、CO、C2H6、C2H4、C2H2、O2、 烷烯比等。 (2)在回采面回风巷距离采区回风巷10~15m处安设温 度传感器和CO传感器,CO传感器报警浓度为24PPM。 (3)安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至 少一次。甲烷传感器每7天使用标准气样和空气样按产品说 明书的要求调校一次,每7天对甲烷超限断电功能进行测试。 (4)必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使 用便携式甲烷检测报警仪或光学甲烷检测仪与甲烷传感器
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进行对照,并将记录和检查结果报监测值班员。当两者误差 较大时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8h 内对两种设备调校完毕。 (5)监测装置在井下运行6个月以上,应按计划分批运 到井上进行全面检修、清扫、调试、校正。 (6)安全监控电缆使用专用阻燃电缆或光缆,严禁与 调度电话或动力电缆等共用。 (7)监控电缆与动力电缆分开吊挂,与管路吊挂在同 一侧时,距离管路不得小于30cm。 对监测系统和束管监测系统的数据及时进行分析,发现 温度上升明显、有芳香族碳氢化合物、CO浓度超过0.0024% 或增加较快时,要及时组织进行撤人、防灭火等。详见附图 9:2100综放工作面安全监控系统图。 2、综合防灭火措施 (1)预防措施 ①、建立完善的消防管路系统,与防尘管路合用。 ②、手工检测:用DQJ-50型多种气体检测器检查CO、O2、 H2S等气体;光学甲烷检测器检查CH4、CO2,矿用温度计检测 温度。每天对回采面、进回风隅角、回风流以及巷道高冒区 等地点的CO、CO2、CH4、温度检查一次,并上报矿领导审阅。 ③、取样分析:对束管监测不到的地点:巷道高冒区、 回风隅角等每天取样分析。
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④、注氮:利用-700m水平注氮机,当回采面采空区有 发火征兆时,预埋注氮管注氮,预防采空区煤炭自然发火。 ⑤、注浆:当回采面采空区有自燃征兆时实行注浆。 a、注浆方案 在2100联络巷设置移动式注浆站,利用2100轨道顺槽φ 75mm铁管作为注浆管,移动注浆站型号为JP-30。 b、注浆方式:埋管式注浆,注浆管埋进采空区10m后开 始注浆。每推进10m预埋一路注浆管。 ⑥、喷洒阻化剂。回采面生产前,对切眼喷洒阻化剂。 回采面结束后,对回采面停采线、两顺槽及顺槽联络巷等喷 洒阻化剂。 ⑦、减少采空区漏风。在工作面回退过程中及时将两顺 槽经纬网铰开放顶煤,封堵漏风,(回采面每推进20m后,冒 落的顶煤未能充满巷道时,用编制袋装煤封堵),减少采空 区漏风,减少供氧量,从而达到防灭火的目的。回采面结束 后,对通向回采面的所有出口全部封闭,每周检查一次密闭 内外的气体及密闭内外压差。 ⑧、对巷道高冒区实行注凝胶或罗克休或喷浆的办法处 理,并定期检查高冒区内的气体温度等。 ⑨、 每季度绘制一次防灭火系统图, 每月修改补充一次。 (2)治理措施 ①、当回采面采空区出现自燃发火征兆时,采取下列措
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施:a、注氮气、注浆。b、加快推进度。c、加强监测。 ②、当回采面采空区出现自然发火征兆,自然发火标志 气体呈上升趋势时,采取下列措施: a、加快推进度,暂时停止放顶煤,用顶煤形成一条隔 离带,同时采取注浆、进回风端头构筑挡风墙等措施。 b、加强检测,防止空区内的瓦斯、CO等气体涌到工作 面,发生瓦斯、CO事故。 c、注氮时,要专人观察回风端头的气体情况,并制定 注氮措施。 d、注浆时,要专人观察回风端头的出浆情况,并制定 防止溃浆的措施。 ③、回采面自燃发火严重,失去控制时,要立即封闭回 采面,并在两顺槽密闭留出观察孔、措施孔,对火区实行注 氮、均压等措施,待火区熄灭后启封。 ④、封闭火区时,应尽量缩小封闭范围,并必须指定专 人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及其他有害气体和风 向、风量的变化,还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中 毒的措施。 巷道高冒区发生自燃发火时,首先对发火点周围进行喷 浆,然后注凝胶或罗克休,并在火区内设置检测孔,根据检 测情况确定火区是否熄灭。注凝胶或罗克休、注浆灭火时必 须编制安全技术措施。
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⑤、火区熄灭的条件 火区同时具备下列条件时,方可认为火已熄灭: a、火区内的空气温度下降到30℃以下,或与火灾发生 前该区的日常空气温度相同。 b、火区内空气中氧气浓度降到5%以下。 c、火区内空气中不含有乙烯、乙炔,一氧化碳浓度在 封闭期间内逐渐下降,并稳定在0.001%以下。 d、火区的出水温度低于25℃,或与火灾发生前该区的 出水温度相同。 e、上述指标持续稳定的时间在1个月以上。 启封已熄灭的火区必须制定安全技术措施,由救护队负 责完成。 ⑥、火区管理 a、绘制火区位置关系图,注明所有火区和曾经发火的 地点。每一处火区都要按形成的先后顺序进行编号,并建立 火区管理卡片。火区位置关系图和火区管理卡片永久保存。 b、防火墙挂牌管理,定期检查,并将检查结果记录在 防火记录薄内。 ⑦、其他火灾的预防和治理 a、入井人员严禁携带烟草和点火物品,严禁穿化纤衣 服。 b、加强电器设备管理,杜绝失爆现象,严禁带电作业。
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c、严格放炮管理,放炮使用水炮泥,防止放炮火焰引 发火灾。 d、加强皮带运输管理,主要皮带巷要安装温度等保护 装置,防止皮带过温发生火灾。 e、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。井下使用的汽 油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁筒内,由专人押运送 到使用地点,剩余部分必须运回地面,严禁在井下存放。 f、井上下要设立消防材料库,材料库内装备沙、水龙 带、锨、镐、灭火器等,配备齐全。 任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦 斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并 迅速报告调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后,要立即 按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和 实施灭火工作。 矿值班调度和在现场的区队长、班组长要按照灾害预防 和处理计划的规定,将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤 离,并组织人员灭火。电器设备着火时,要首先切断电源; 在切断电源前, 只准使用不导电的灭火器材进行灭火。 但是, 要防止由于火风压产生风流逆转造成人员伤亡。在抢救人员 和灭火过程中,指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他 有害气体和风量、风向的变化,还必须采取防止瓦斯、煤尘 爆炸和人员中毒的安全技术措施。
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g、各皮带机头、工作面上下端头,各油脂存放地点、 移动变电站,必须放置两只干粉式灭火器。 3、防灭火要求 (1)本工作面煤的自燃发火期为3~6个月,在正规的回 采期间,应尽量保持设计的推进速度,在临时停产期间,要 加大综合防灭火措施。 (2)工作面结束生产后的其它工作期间,要调整工作面 供风量。 (3)撤面期间要在下端头以外进行临时密闭。

第三节 一、设备选型

排水系统

2100综采工作面的水源主要为3层煤顶板砂岩水,表现 为顶板淋水,与其它含水层无直接补给关系;最大涌水量 15m /h, 正常涌水量10m /h。在两顺槽安装排水管路,水泵, 要确保该工作面的能力达到15m /h,选用IS100/65/250型自 吸泵及风动泵。 二、排水系统路线 2100 运输顺槽 →-850 车场→-850 水仓→-505 南翼运 输大巷→-505 水仓→地面矿井水处理站→泗河 工作面→2100 轨道顺槽→-850 车场→-850 水仓→-505 南翼运输大巷→-505 水仓→地面矿井水处理站→泗河
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3 3 3

第四节 一、供电系统 1、供电情况

供电系统

2100 综放工作面供电系统, 由掘进期间的供电系统改设 而成。 安设 2100 变电所, 该变电所服务于 2100 工作面回采。 2100 工作面总装机容量 2768.4KW。 高压供电来自-850 水平变电所备用高压开关柜。高压 电缆选用 YJV22-6000-3×95mm ,沿-850 车场敷设,变电所 内设高防开关 5 台,1 、2 备用,3 去工作面移动变电站,4
# # # # # 2

供 2100 皮带顺槽第一条、第二条胶带机,5 供卡轨车、两顺 槽水泵、调度绞车、回柱绞车。在轨道顺槽内距工作面 100m 处,安设工作面串车移动配电点,KBSGZY-1000/6/1.2 变压 器 1 台,KBSGZY-630/6/0.69 变压器 1 台,供采煤机、破碎 机、转载机及乳化泵。详见附图 11:2100 综采工作面供电 系统图。 2、采煤工作面、各顺槽中机电设备的负荷 2100综采放顶煤工作面设备装机总容量为: 3126kW。参 见负荷统计表(表九)。 3、移动电站设备以及供电电缆 (1)移动变电站

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①、移动变压器:KBSGZY-1000/6/1.2 KBSGZY-630/6/0.69 ②、低压开关QJZ-400/1140 ③、BZZ-2.5 煤电钻综保 13台 2台 2台 l套 2 台

1台

④、WZXZ-2.5 信号照明 ⑤、通讯控制系统TK-200


设备名称 型号

荷 统
设备 台数 移

计 表
额定电 电机容量 压

表九 额定电 最大负荷 流

动 变 电 站 1 1 1 1 1 2 591 400 400 132 110 200 1140 1140 1140 1140 1140 1140 157/ 79.2 79.2 79.2 66.8 115.4 591 400 400 132 110 400

采煤机 前部运输机 后部运输机 转载机 破碎机 乳化泵

MG250/591-QWD SGZ-730/400 SGZ-730/400 SZZ764/132 PCM110 BRW315/31.5

固定变电站 皮带机 调度绞车 梭车 水泵 回柱绞车 回柱绞车 皮带控制 DSL1000/60/2×185 JD-25 SQ-1200 IS100-65-250 4 2 1 3 1 2 185 25 75 37 25 11.4 24.8 合计 3126 KW 1140 660 660 660 660 660 660 24.2 109.3 740 50 75 111 25 22.8 24.8

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磁力起动器整定值数据表
控制设备名称 采煤机电机 前部运输机电机 后部运输机电机 转载机电机 破碎机电机 乳化泵电机(DRB) 清水泵电机 皮带机电机 张紧装置电机 卷带装置电机 高压水泵电机 电机电流额定值 157 126 126 79.2 60.8 115.4 34.3 109.3 14.2 7.25 35.5 过载整定值 160 130 130 80 70 120 40 110 20 10 40

表十 过流整定值 800 650 650 400 350 600 200 550 100 50 240

(2)固定变电站 ① 、移动变压器KBSGZY-1000/6/1.2 ②、移动变压器KBSGZY-1000/6/0.69 ③、低压开关KBZ-400/1140 ④、馈电开关DW-350 二、电器整定计算 电器整定参见表十:磁力起动器整定值数据表。 二、电气设备的安装: 1、随采面移动的设备必须安装固定在平板车,其他电 气设备必须台台上架。 1台 1台 4台 6台

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2、紧固用的螺母、螺栓、垫圈等要齐全、紧固、无锈 蚀现象。 3、螺母紧固后,螺栓螺纹应露出螺母 1~3 个螺距。不 得在螺母下面加多余垫圈减少螺栓的伸出长度。 4、防爆接合面、防爆间隙接合面的长度应符合防爆性 能的规定。 5、隔爆接合面不得有锈蚀及油漆,应涂防锈油或凡士 林进行处理。 6、用螺栓固定的防爆接合面,其紧固程度以压平弹簧 垫圈不松动为合格。 7、接线装置的隔爆性能应符合规定。 8、接线嘴连接紧固,密封良好。 9、接线应符合完好标准的要求。 三、电缆的敷设: 1、不得把电缆钉死或拉得太紧,应有适当弛度。 2、电缆悬挂高度为 1.8m。 3、电缆悬挂点的间距不得大于 3m,低压电缆上、下间 距不得小于 50mm,高低压电缆间距不得少于 100mm。 4、电缆敷设要避免交叉。 5、电缆吊挂用吊挂钩吊挂,不得用铁丝代替。
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6、高压移动电缆在设备移动时,要先装材料车,待变 电站移到电缆接头时,可回撤多余电缆。

第五节 一、通讯系统

通讯、控制、照明系统 通讯、控制、照明系统

在工作面移动变电站、转载机头、运输顺槽两部皮带机 头处各安设一部防爆调度电话机与地面联系。工作面架间间 隔15m、前后运输机机头、机尾及转载机机头各设扩音电话 与集控室控制台联系;皮带顺槽间隔100m设DX-1声光信号器 与皮带头联系。详见附图12:2100工作面通讯系统示意图。 二、照明、信号系统 1、照明系统 工作面皮带运输顺槽及轨道巷串车处安设防爆照明灯。 工作面每10架安设一盏防爆照明灯。详见附图13:2100综采 工作面照明系统图。 2、信号系统 (1)轨道巷信号系统 在连续牵引车机头安装一套RX-1型信号机,沿线并接6 个DX-1型声光信号器至工作面下端头,间距200m,发射信号 用手持式发射机(只可打点);固定DX-1型声光信号器可打 点,也可对讲。 (2)皮带巷信号系统
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①、在-840皮带联络巷机头、2100皮带巷第一条皮带机 头、2100皮带巷第二条皮带机头、转载机头安装DX-1型声光 信号器,作为皮带系统的联络信号。 ②、沿线绞车安装防爆电铃和防爆灯作为绞车运输信号 (3)工作面信号、控制系统 转载机、破碎机、刮板输送机、煤机控制采用天津天宁 公司生产的TK-200型控制、通讯系统。在转载机沿线每隔 20m、工作面沿线每隔15m、轨道巷串车处安装TK230型扩音 电话,工作面设备均由TK200型控制器控制,实现工作面设 备的集中顺序开、停控制,并有开机预警功能。

第五章

劳动组织和主要经济技术指标
第一节 劳动组织

一、作业方式 2100 综放工作面采用“三八制”工作制,两班半生产, 半班检修。早班、夜班每班 3 个循环,中班 2 个循环,日进 尺 4.8m。 工艺过程:割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。详见 附图 14:正规循环作业图表 二、劳动组织 2100 综放工作面每班有 4 名班组长负责组织生产, 配有、
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采煤机司机、维修工、三机工等相关工种的操作人员若干名,

全区合计 111 人。

2100 综放工作面劳动组织图表 工 种 一班
2 1 1 2 3 2 1 7 2 8 1 1 1 4 1 3 2 42 4 1 3 1 37 4 1 3 1 32 1 1 1 1

表十一 表十一

二班
2 1 1 2 3 2 6 7 2

三班
2 1 1 2 3 2 1 7 2

合计
6 3 3 6 9 6 8 24 6 8 3 3 1 12 3 9 4 111

采煤机司机 集控司机 皮带尾清理工 皮带司机 移架工 放煤工 机电维修工 端头维护工 溜子转载机司机 材料运送回收工 乳化泵站工 水泵工 材料员 班组长 验收员 清理工 工区管理人员 合计

第二节

主要经济技术指标

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主要经济技术指标表 主要经济技术指标表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 名 称 面推进长度 面长 煤层倾角 煤容重 煤硬度 煤层厚度 割煤高度 放煤高度 采放比 地质储量 可采储量 回收率 数 量 1280m 85m 12
0

表十二 表十二

序号 13 14 15
3

名 称 日产量 月产量 可采期 放煤步距 正规循环率 日出勤 出勤率 工作面效率 坑木消耗 截齿消耗 循环产量

数 量 3688t 86880t 11.1 月 0.6m 80% 88 80% 35t/工 2 m /10kt 10 个/10kt 461t
3

1.35t/m 2~3

16 17 18 19 20 21 22 23

7.0—8.8/8.0 2.4m 5.6m 1:2.33 1156680t 925344t 80%

第六章

灾害预防及避灾路线

2100综放工作面在回采期间,要严格执行本规定的通 防、防治水、生产等部分的要求,发现不安全隐患要及时按 规定处理。发生重大事故,要按照避灾路线组织撤人。 一、发生水灾的避灾路线: 避灾路线:工作面→2100轨道顺槽→-850南大巷→回风 下山→-505南翼运输大巷→井底车场→副井→地面 二、发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸避灾路线 避灾路线:工作面→2100轨道顺槽→-850南大巷→-
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850下车场→轨道下山→-505南翼运输大巷→井底车场→ 副井→地面 三 、顶板事故的预防及避灾路线 每一个工作人员都要时刻注意观察顶板变化情况,严格 执行敲帮问顶制度,及时移架,严禁空顶作业,加强压力观 测,发现突然来压、老顶剧烈活动时,要组织人员暂时撤出 工作面,待顶板压力稳定后再进入工作面,情况危急时要立 即汇报待调度室。 避灾路线:同上述避灾路线。详见附图 10:2100 综采工 作面防尘及避灾路线图。

第七章

冲击地压防治措施

一、工作面冲击危险性评价 1、根据煤炭科学院北京开发所以及中国矿业大学所做 的煤层冲击倾向性鉴定结果可知,煤层为强冲击性。 2、目前工作面采深已达到-1000m,故发生冲击地压的 危险性很大。 3、工作面煤层平均厚度 8.00m,为厚煤层。具有储存 弹性能的条件,容易发生冲击地压危险。 4、 根据钻孔资料, 2100 工作面顶板为中粗砂岩的坚硬 顶板,其厚度达到 12m 以上。坚硬顶板容易积聚弹性能,容 易诱发冲击地压。
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二、预测预报措施 采用综合电磁辐射和钻屑法及时预报等方法进行。电磁 辐射法主要采用中国矿业大学生产的 KBD5 冲击地压电磁辐 射监测仪,在工作面顺槽超前 150 m 范围内,每 10m 布置一 个观测点,监测冲击地压危险,同时辅助采用钻屑法进行冲 击地压危险性的监测。对于监测到的冲击危险高的区域,采 用钻屑法进一步检测,并采取相应的防治措施。 ㈠ 电磁辐射监测 用 KBD5 矿用本安型电磁辐射监测仪对工作面两顺槽进 行监测。监测方式采用定点监测和普查相结合的方式,即对 工作面两顺槽超前 150m 范围采用定点监测,其余地点如工 作面等采用普查的方式;定点监测时间为每天监测一次,每 个点测量时间 2 分钟。监测指标为电磁辐射幅值最大值、幅 值平均值、脉冲数等三个指标。其测点布置为每 10m 一个, 即自工作面煤壁向外 10,20,30,40,50,60,70,80,90, 100,……150m 处各布置一个测点。 对用电磁辐射法检测的高冲击危险区域,可用钻屑法做 进一步的检测,进行对比分析。如果电磁辐值已处于临界状 态,必须采取爆破卸压措施。 在实施松动卸压爆破时,对所实施卸压爆破的区域或地 段进行卸压爆破前后的电磁辐射检测,将检测结果进行比 较,以确定卸压爆破的效果。
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㈡ 钻屑法监测 1、监测地点,工作面顺槽煤帮冲击地压危险区域和电 磁辐射法监测到冲击危险性高的地点。测量钻孔中的煤粉 量,以确定和分析冲击危险的程度。若钻屑量超标和钻进异 常,则施行卸压爆破, 2、检测孔布置:钻孔直径 42mm,孔深 7~8m,间距 5m, 孔距底板 1.2m,单排布置,钻孔方向为平行于煤层,垂直巷 帮。 3、检测内容:主要检测每米钻孔的钻屑量,单位升, 另外还需记录卡钻、孔内冲击等情况。 4、实施方法:用帮锚杆钻机打测试钻孔,采用螺纹式 联接的麻花钻杆,每节长 1.0 米,φ42mm 的钻头,钻孔的深 度为 7~8 米。用胶结袋收集钻出的煤粉,用弹簧秤称量煤 粉的重量,每钻进 1m 测量 1 次钻屑量。用专用表格记录打 眼地点、时间、钻屑排出量,以及打眼过程中出现的钻杆跳 动、卡钻、劈裂声和微冲击等动力现象。 5、危险指标:钻屑法的临界指标可以临时选取为下表 所列数值 钻屑法临界指标 钻孔深度(m) 临界指标 ≤4.0 > >4.0 >

(注 标准钻粉量是在支承压力影响带范围以外测得
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的煤粉量。测定煤层标准钻粉量时,钻孔数不应少于 5 孔, 并取各孔每米煤粉量的平均值作为标准煤粉量。以标准煤粉 量的 1.5 倍作为临界煤粉量指标。) 如果检测到的煤粉量超过以上临界指标,或出现卡钻、 吸钻、异响等动力现象,应认为煤体处于临界危险状态,必 须立即采取解危措施。 三 监测指标超标的处理 对定点观测的区域,如果钻屑法检测或电磁辐值已处 于临界危险状态,必须将两者检测结果进行对比,如果确认 处于危险状态必须采取解危措施(另编补充措施执行) 。在 实施松动卸压爆破等解危后,要对实施卸压爆破的区域或地 段进行卸压爆破前后的检测,并将检测结果进行比较,以确 定卸压爆破的效果。在实施解危措施后,仍然要坚持用两种 监测方法进行监测。 若出现危险状态, 必须再采取解危措施。

第八章
第一节

安全技术措施
一般规定

1、所有上岗人员必须严格执行《煤矿安全规程》、 《煤 矿安全技术操作规程》和《2100 综放工作面作业规程》。严 禁违章指挥、 违章作业、 违反劳动纪律, 深入开展反 “三违” 、 反事故活动,认真搞好自主保安、互助保安。
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2、所有岗位工必须经过严格培训,掌握操作方法,熟 悉所用设备性能,具有排除常见故障的能力,达到各专业技 术标准要求,经考试取得合格证书后持证上岗并严格执行岗 位责任制,各岗点要认真填写运转日志。 3、敲帮问顶制度:开工前,班组长首先进入工作面进 行全面彻底的检查,发现无问题后,方可工作。工作过程中, 各作业人员也必须经常认真地检查工作地点的顶帮及支护 情况,发现不安全隐患,及时整改处理。 敲帮问顶方法:敲帮问顶应有 2 名有经验的人员担任, 一人找顶、一人观察顶板和退路。找顶人应站在安全地点, 观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。人员站在 上方,距离危险地点不小于 3m,从上往下,用可伸缩式长把 工具(Ф25cm 管子,长度 2~5m,用销子固定),依次进行, 找掉悬矸危岩。 4、质量验收制度:工作面工程质量严格按新标准进行 验收,验收人员一定要严把质量关,严格执行《生产矿井质 量标准化》 的各项要求,做到动态达标,安全生产、 文明生产。 5、巷道维修制度:对工作面两顺槽巷道经常进行检查 维修,发现巷道变形严重,顶板下沉严重,顶网撕坏、巷道 两帮移近量明显加大,必须及时采取措施进行超前加固处 理,确保两巷道畅通无阻。 6、设备检修制度:机电设备管理责任到人,正确选择
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和合理使用各电器设备设施, 加强维护, 发现故障及时处理, 确保设备完好,运转正常,每天停产检修不小于 4h。 7、地质预报制度:地质人员要对工作面前方煤层、断 层、顶底板、涌水量等情况及时预报,要加大顶煤探测密度, 及时掌握顶煤厚度,在回采过程中要对储量、资源回收进行 全面的管理与监督,发现不符合规程要求的或可能丢煤时, 要及时提出,并填写“预防丢煤通知书”报送有关领导和采 煤工区。在两顺槽和沿工作面每隔 20m 探测一次煤层厚度, 绘制平面图和剖面图。另外,工作面还必须坚持旬检查、月 验收制度、通防设施管理制度、验收员工作制度及安全质量 班评估制度。 8、坚持一事故一分析制度,做到小事故不过班、大事 故不过天,严格按照“四不放过”的原则,分清责任,接受 教训,制定措施,杜绝同类事故的再次发生。 9、为防止重大事故的发生,工作面的各检测系统、通 风系统、排水系统、注浆系统、防尘系统应时时保证其完好 状态,确保能够正常使用。 10、严禁人员乘坐皮带输送机、刮板运输机,严禁在皮 带输送机、刮板运输机运转时跨越或传送物料。人员需要跨 越转载机或皮带输送机时必须走行人过桥。 11、坚持“安全第一、预防为主”的安全生产方针,开 好班前会,对安全生产做到班前有准备,班中抓落实,班后
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有总结。 12、工作面回采工程质量和顶板管理,要按照国有重点 煤矿《生产矿井质量标准化》的各项要求严格执行,做到动 态达标、安全生产、文明生产。 13、加强工作面综采设备的管理,要按照设备完好标准 进行检修和保养,保证设备处于完好状态。 14、所有综采设备的安全设施,都必须按照设备的自身 安全使用要求进行安装调整,并保证完好可靠,正确使用, 任何人不得以任何理由随意撤除,在生产过程中,发现失灵 立即更换,更换后再恢复生产。 15、为防止大块煤进入运输系统,煤仓口设置箅子,并 必须在煤仓上口设置警标和牢固的栅栏,进入栅栏工作时, 停机闭锁、系牢保险带,并设专人看护;保险带生根牢固可 靠。 16、工区管理人员要认真填写安全信息卡,工区值班人 员及时组织人员落实整改。 17、严禁人员进入运转的运输机、转载机里侧和上方作 业;必须进入作业时,要停机闭锁,维护好顶板与煤帮,并 设专人看管闭锁和观察顶帮确认安全后方可进行。 18、进入工作面内的所有人员应在支架人行道内行走, 片帮掉顶的大块煤矸要及时处理。 19、所有人员在处理各种管子前必须关闭截止阀,严禁
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带压作业。 20、 工区加强矿压观测工作, 掌握工作面顶板活动规律, 进行来压预报,正确指导生产,工作面安装观测压力的压力 表等,必须维修、保养好,不得遗失,损坏的要及时更换。 21、所有上岗人员上岗前都必须学习本规程,学习后人 人签字并进行考试,不合格不得上岗。

第二节 一、工作面试采

顶板管理

1、首先做好工作面试采前的检查、验收工作,检查各 种设备的安装情况,一切设备的安装必须符合要求。 2、检查各设备零部件是否紧固、齐全,各类设备的润 滑、冷却部位的水(油)位都必须符合设备的要求。 3、各种设备安装完毕,检查完好后,首先各设备必须 单独试车,最后进行统一联合试运转,试运转要有外向里逐 台进行。 4、对于联合试运转出现的问题要立即解决和整改。在 联合试运转时,必须进行现场检查验收,一切合格后方可试 采。 5、试采时,切眼内所有材料及杂物要彻底回收,清理 干净防止损坏设备。割出的锚杆必须及时停机捡出,严禁进 入煤仓。
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6、试采割煤时,煤机不能直接吃满刀,要浅进刀,把 工作面煤壁割直,顶底板割平。 7、工作面溜子、支架都要推移到割煤进刀位置状态, 达到正常割煤的要求。 支架放煤按要求执行, 不得随意放煤。 二、过断层 1、工作面过断层时,要严格控制好采高(2.3~2.5m), 严禁超高回采,不得人为丢底煤。 2、处理断层要备足适宜的支护材料,如有冒顶,要及 时打木垛接顶。 3、工作面遇走向断层时,要调整方向,使之与断层斜 交,并根据现场情况,另行编制措施。 4、断层小于5m时(煤层没有完全断开),可使工作面 提前爬坡或下卧破矸强行通过。 5、断层大于5m时,煤机无法直接强行通过,需要打眼 放炮进行处理时,必须另行编制补充措施施工,并采取防崩 设备措施。 三、两巷维护 1、两顺槽超前支护挂设的金属铰接顶梁铰接率不得小 于90%。双楔顶梁的双楔必须成对使用齐全,反向插入打紧, 挂好防飞链,伸出量要保持一致,伸出长度不得小于30mm。 2、两巷需站在脚手架、高凳子或梯子上登高工作时, 登高设施必须固定可靠、平稳并拴好安全带进行施工作业。
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3、回柱前应先清理好退路,按照“先支后回”原则, 只设临时支护后,用放液专用把手将单体支柱放液,用手拉 葫芦拉出,然后再撤铰接顶梁,严禁人员进入老塘作业。 4、在工作面两端头三角区内,支回柱梁,挂金属网, 回关门柱等工作时,必须停机作业。严禁站在或跨着运转的 输送机上工作。 5、两端头窜料、上网维护顶板时,必须停机闭锁观察 好顶板、煤帮,严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业,上 料人员站在有掩护的安全地点,并于支架操作者协调一致。 6、回柱或改柱时严格执行敲帮问顶制度和先支后回制 度,人员要站在支护完好的安全地点,防止片帮或柱子弹出 歪倒伤人。 7、两顺槽超前支护工作至少有3人进行,并明确一人负 责安全工作,皮带顺槽在皮带运行时严禁进行超前支护工 作。 8、两顺槽压力较大巷道变形严重时,必须及时打单体 支柱进行加固。 9、工作面在推进过程中,受采动影响造成安全处口高 度、宽度达不到要求时必须提前进行挑顶、劈帮。对施工过 程中新暴露的顶板及巷帮必须及时挂网支护。 10、两顺槽超前支护躲避硐内要求必须使用单体支柱配 合1.2m道木进行加固,单体支柱间必须留有0.7m宽的行人间
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隙,支柱拴好防倒绳,初撑力不得小于6.5MPa,不得大于 25MPa。钻底量大于20cm时必须穿鞋。 11、两顺槽两帮变形移近,出现部分支柱受煤壁侧向受 力时,必须对支柱受力侧煤体进行劈帮,使支柱和煤体间保 持距离,防止受力折断支柱。 12、正常回采期间两端头割出的锚杆必须及时停机捡 出,防止缠绕煤机滚筒或进入煤流系统。 四、支架防倒及前后溜子防滑 1、工作面倾角大于15 时,在1 架下方打好戗柱。后溜 子每隔3架按防下滑油缸,与支架4缸相联同时拉,在拉溜子 时,使其向上拉。 2、移架时要少降架,不得低于下架顶梁底沿。 3、移架后,要保证其顶梁基本相平,不得出现高低差。 4、加强对支架二次注液,保证其有足够的支撑力。 5、支架要垂直顶底板。 6、发现有溜子上窜(下滑)趋势时,要及时调面,使 其下滑(上窜)。 7、推前溜子必须按照同一方向的顺序推移。 8、拉后溜子必须按照从下向上顺序拉移,严禁从上向 下拉。 五、处理冒顶 1、工作人员要先将冒顶区周围的支架加固好,防止其
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范围扩大;处理前,必须备齐、备足所需材料,人员操作要 精力集中。 2、处理冒顶要由外向里逐架进行,并要支设好临时支 护。 3、处理冒顶应分组进行,三人一组,两人配合作业, 一人观察顶板,并事先维护好后退路,确保后路畅通。 4、如遇顶板冒实,要先通风后处理,并由专职安监人 员和瓦斯检查人员现场监护。 5、冒顶处理完毕生产时,人员必须熟悉掌握冒顶区范 围、高度、接顶情况,及时伸前挑梁、移架,支架初撑力达 到要求。 6、工作面搪顶方法:从支架打顺山挑棚,一架支架下 打两棵单体支柱,单体支柱的一端柱爪卡在支架顶梁下的预 留孔上,另一端用链子(40T溜子刮板链)支架前探梁孔眼 上,然后在单体支柱上方搪密木料,严禁将链子挂在缸上。 7、搪顶工作必须有工区跟班人员或班长统一指挥,抓 好安全工作。 8、搪顶所用单体支柱必须用40T链条绑牢在支架上,防 止滑下伤人,并远距离供液。 9、搪顶工作必须至少有4人进行,指定专人负责安全工 作进行现场安全监护,搪顶前必须停止刮板运输机运转并打 上闭锁,搪顶必须严格执行敲帮问顶制度(人员站在上方,
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距离危险地点不小于5m,从上往下,用可伸缩式长把工具, 逐架进行),人员在安全地点用可伸缩式长把工具(Ф25cm 管子,长度2~5m,用销子固定),找掉悬矸危岩,确定无 掉顶危险后方可进入作业,并保证后路畅通。 10、冒顶区移架必须由工区跟班人员或班长根据顶板情 况确定移架方式和顺序,移架必须由技术熟练的支架工操 作,并尽量快速移架。 11、冒顶区搪顶必须派有经验的老工人专人操作,并与 其他搪顶人员协调一致,不得随意操作或检修支架,以防误 操作而伤人或扩大冒顶事故。

第三节

防治水

1、3DF3断层已按设计规定留设防水煤柱。 2、建立健全畅通的矿井和采区疏排水系统与防水安全 措施。 3、在上、下顺槽安装排水管路、水泵等排水设施,要 确保该工作面的疏排水能力达到15m /h以上, 以便及时疏排 工作面、上下顺槽低洼处的积水,做到有备无患。 4、在工作面配备良好的照明信号装置和通讯电话。 5、在开采初期,特别是在老顶初次来压、周期来压及 工作面过断层期间,加强回采工作面顶板水的观测工作,对 水情变化进行密切监视,并及时向矿总工程师和有关部门汇
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报。 6、回采中,若发现有突水征兆(煤层发潮发暗;煤壁 “挂汗”;工作面温度下降,空气变冷,产生雾气;煤壁有 “吱吱”水叫声等情况)时,要迅速撤出人员,并及时汇报 调度室,以便采取相应措施。 7、加强水文地质观测工作,及时掌握地下水动态,严 格按地质预报制度措施,防止水灾发生。

第四节

“一通三防” 一通三防”
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1、加强通风管理,确保工作面的风量达到604m /min, 风速满足要求。因巷道冒顶或其他原因达不到上述要求的, 应立即进行整改,整改完毕后再恢复生产。 2、确保工作区域内空气成分满足要求,正常情况下氧 气不低于20%,二氧化碳不高于0.5%,其他气体浓度符合规 程规定。 3、瓦检员要认真履行职责,及时掌握工作面CH4浓度的 变化情况,必要时按照规定要求组织人员撤离。 4、各班班组长、电钳工及工作面内单独工作人员必须 携带便携式瓦斯检测报警仪,工作面回风隅角要悬挂一台便 携式瓦斯检测报警仪,对工作面瓦斯进行监测。 5、认真执行综合防尘措施,保障防尘用水有充足的水 量和符合要求的水压。
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6、对工作面的注浆和注氮时,要按规定进行检查,确 保其施工质量,达不到设计要求的,要及时采取补注或采取 其他补救措施。

第五节

运输管理

一、起吊运输重物及大件 1、综采设备和大件上下井装车时,要派专人进行检查 完好后方可装车。 2、装车时,要安放平稳,封车牢固可靠,无滑动部位, 不超高超宽。 3、井下提升运输设备大件前,要对轨道、绞车驱动制 动装置、钢丝绳、钩头、信号系统等安全设施进行全面检查, 确认无误后方可作业。 4、要选择符合要求的起吊、拖运工具和索具。 5、用手拉葫芦起吊重物,其吨位必须大于重物的重量。 要先试吊 100~200mm,确认无误后再起吊。 6、起吊和拖运时,吊索捆缚和受力点应系在设备大件 上的吊装部位,吊索的转折处与设备接触部位,应用软质垫 件,严禁把设备的外凸处手柄当作吊装点用。 7、捆绑易变形的部位时,应采取措施防止其变形。设 备上的滑动部位应予以固定,以防滑动碰坏和碰伤人员。 8、设备在起吊拖运时,一般不得中间停止作业,设备
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到位或中间停止时 ,应放置稳固。对重心高的设备,应采 取防摇动或倾倒的措施后,方可拆除起重机械或索具。 9、运输起吊设备时,禁止任何人随同设备同行升降, 禁止人员在设备下面或受力索具、钢丝绳附近及吊装物下落 歪倒波及的地方通过和逗留,不得将头或手脚伸到可能被 压、挤的位置。 10、用棚梁或承力点起吊设备时,要预先对棚梁或承受 力点进行可靠的加固,确保安全后方可起吊。 11、利用绞车或滑轮进行拖运、起吊大件前,要对绞车 的负荷、钢丝绳的承载能力、滑轮的额定载荷进行校核,确 认无误后方可操作,拉移时两头设专人在安全地点站岗,看 好生根的回头轮,严禁人员进入绳道和拉坏生根滑轮所波及 的范围。 12、装车、提升运输、起吊、拖运时,必须由班组长或 临时指定负责人统一指挥。 二、运输机、转载机、破碎机 1、各类司机必须由经过专门培训合格者担任,并持证 上岗,必须熟悉自己所操作的设备的性能及工作原理,能正 确判断和处理机器设备的一般故障,严格执行本工种的操作 规程及岗位责任制。 2、开机前应首先检查传动装置附近有无杂物、管线吊 挂是否整齐,各种螺丝齐全紧固,盖板完整,油量适当,冷
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却系统良好,信号齐全、清楚,闭锁灵敏。 3、运行中的三机设备严禁人员跨越或作业。人员在三 机运行时需跨越或作业的必须停机闭锁并派专人看管,并支 护好顶板后方可进入。转载机必须安设拉线急停开关,在破 碎机入口处前方必须设置防护链。 4、检修、处理刮板输送机、转载机、破碎机故障时, 必须切断电源,闭锁控制开关,挂上停电牌。破碎机打开护 罩前必须等锤轴停稳后方可进行。处理前、后部运输机底链 时,一定用木墩垫牢溜槽后方可进入人员拾链。 5、进行掐、接链,点动时,人员必须躲离链条受力方 向;正常运行时,司机不准面向刮板输送机运行方向,以免 断链伤人。 6、工作面正常生产期间,必须设专人在溜头处看管闭 锁键,观察前后溜子运行情况,煤流情况、溜头人员活动情 况及顶板支护情况,发现情况异常必须立即打上闭锁。 7、工作面前部溜子开关必须与煤机闭锁,否则不准生 产。 8、严禁人员蹬乘刮板输送机、胶带输送机。 9、拉移转载机前首先清除机道上的浮煤、浮矸和杂物, 检查有无障碍物,并将电缆管线吊挂好,并由专人检查锚链 固定情况 (固定锚链的锚杆不少于4根, 锚链长度不小于50m, 距离底板1m左右)锚链必须穿钢丝绳,防止断链崩伤人。拉
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移时,由专人发送信号,锚链两侧不得有人工作或逗留。 10、 拉移转载机时, 应保持转载机两边千斤顶受力均匀, 供液时要慢慢供液,一旦出现拉移困难时要停止拉移,查清 问题后并解决后再拉移。 11、拉移转载机时,必须设专人分别观察机尾及锚链受 力情况,锚链及转载机两侧不准有人,到位后要立即停止供 液。 12、移转载机时要保持行走小车与带式输送机机尾架接 触良好,不跑偏,移设后搭接合理,转载机机头、机尾保持 平、直、稳,千斤顶活塞杆及时收回。 13、破碎机入口处要设防护装置(防护链和闭锁开关), 防止人员进入破碎机造成事故。 14、因前、后溜子底面为封闭式,工作面上的溜子与顺 槽转载机要搭接合理,控制溜子上窜下滑,确保刮板运输机 底链不拉回头煤,定期通过溜子观察窗检查喝回煤情况。 15、顺槽40T刮板输送机运输管理规定 (1)、顺槽运输机信号规定:第一部运输机为“1点停 3点开”,第二部运输机为“1点停2点开”。 (2)、顺槽刮板输送机机头机尾及前部输送机机尾要 打牢压柱(溜尾两棵,溜头四棵),支柱要拴好防倒绳。 (3)、运输机一般不得重载停车,严禁大块煤、矸通过 采煤机,有大块煤、矸影响运输时,应停机进行处理。
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(4)、紧、掐链子时,必须由熟悉本工作的熟练工担 任, 检查压柱是否牢固, 应坚持使用紧链器, 并用道木盖住, 两人配合,一人点动电机,一人操作,人员必须躲离链条受 力方向,以免断链伤人。 (5)、因条件所限不能用闸盘紧链器紧、掐链子时,可 用单体支柱。但必须注意: ①两棵单体支柱距离不能小于5 米。 ②单体支柱的生根必须牢固,并用可靠索具索牢单体支 柱。③单体支柱必须两个爪打着刮板。④要远距离供液,人 员必须躲离单体支柱滑脱所波及的范围,并严禁人员在此范 围内行走。 (6)、遇有链子出槽、漂链和溜槽拱起等情况时,严 禁在运行中用手扶、脚蹬等方法处理,必须停机处理;遇有 断链、机体剧烈跳动、电机、电缆过热等情况时,司机必须 立即停车,迅速汇报处理。 16、拆卸液力偶合器的注油(水)塞、易熔塞、防爆片 时,脸部应躲开喷油(水)方向,带手套拧松几扣,停一段 时间和放气后,再慢慢拧下。严禁使用不合格的易熔塞、防 爆片。 17、有大块煤、矸在破碎机进料口堆积外溢时,必须停 止工作面刮板输送机运转。若大块煤、矸不能进入破碎机或 有金属物时,必须立即停机处理。 18、工作面刮板运输机、转载机、破碎机采用集中控制,
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其操作方法如下: (1)主控送电后,待控制器正常到主画面,首先观察 控制器所检测的沿线终端电压、各个模块是否正常,如果沿 线电话有闭锁或线路故障均无法启动。如正常用“ → ”或 “ ← ”选择运行方式。 (2)如果选择到“就地”或“集控”方式下,设备的启 动必须按顺序即破碎机--转载机--前部运输机--后 部运输机启动,否则不能启动。 (3)如果选择在检修方式下,可以任意启动参与控制 的任何设备。 (4)如果选择到点动方式下: ①通过上下箭头选择要点动的设备。②破碎机和转载机 都是通过1 键进行控制,按住1 键运转,松开停止。③前后 输送机,1 键控制的溜头电机,2 键控制的是溜尾电机。 19、在停车前应将溜槽中的煤运完,避免满载启动。 20、在转载机移动的机道内,不许有木块、钢、铁件等 杂物。 21、在各皮带、转载机的行人跨越处,必须设置行人过 桥。 22、带式输送机 (1)开机前的注意事项 ①、检查动力传动系统附近有无杂物,管线吊挂是否整
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齐,各种保护装置,信号闭锁系统应齐全灵敏可靠。 ②、检查清扫器的磨损情况,应确保清扫器清扫良好, 机头、机尾清扫器上的皮带高度不得低于2~3cm,并有足够 的压力,其接触长度应在85%以上。 ③、皮带松紧要适当,接头良好,同一断面断裂不超过2 ×100mm。 ④、底板无杂物、碎石、浮煤等,防止磨划皮带。 (2)运行中的注意事项 ①、开机前要发出起动信号,得到回点后方可起动。 ②、起动后,司机要注意各部运转声音情况,皮带运行 要平稳。要经常检查皮带的转动装置,并按时注油润滑,经 常清理电机及减速箱附近的浮煤杂物等,严防电机进水。若 出现拉动吃力、机体剧烈跳动、电机、电缆过热等情况时, 必须立即停车,不得硬开,迅速汇报处理。 ③、当出现皮带跑偏或撕裂时,要及时停机处理,处理跑 偏时,严禁用手、脚及身体的其他部位直接接触输送带。 ④、输送机运转时禁止清理机头、机尾滚筒及其附近浮 煤。不许拉动输送带上的清扫器。 ⑤、在检修煤仓上口的机头卸载滚筒部分,必须将煤仓 上口挡严。 ⑥、人员在调皮带时,要扎紧袖口,严防手臂、衣袖卷入 运转的滚筒中。
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(3)停机 ①、避免重载停机。 ②、不得用水冲洗皮带机和煤仓上口。 ③、司机在离开岗位时要停机闭锁。 ④、严禁人员乘坐皮带,不准用带式输送机运送设备和 笨重的物料。皮带检修时,严禁在皮带上滑行或行走。 ⑤、在输送带上检修、处理故障或其他工作时,必须闭 锁输送机的控制开关,挂上“有人工作,不许合闸”的停电 牌。除处理故障外,不许开倒车运转。严禁站在输送机上点 动开车。 ⑥、皮带张紧绞车将皮带张紧结束后,应把隔离开关打 到零位。 ⑦、拉移皮带承载段时,参考拉移转载机的措施执行。 ⑧、检查驱动轮防滑保护、烟雾保护、温度保护和堆煤 保护装置及自动灭火装置、自动洒水装置和防跑偏装置。 三、绞车、梭车运输 1、基本要求 (1)绞车司机必须由经过专门培训,经考试合格的专 职人员担任,并持证上岗。绞车司机作业时必须穿工作服, 扎紧袖口,精力集中,严格按信号指令操作,不得擅自离岗。 (2)绞车必须零部件齐全、完好、可靠。开车前必须 认真检查:绞车的固定是否牢固;回头轮、腰轮等是否固定
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牢固;周围顶板是否完好;检查闸把的松紧度是否适宜;操 作按钮、信号是否灵活;钢丝绳、滑头、保险绳、轨道、销 子及安全设施是否完好;确认无问题后方可开车。 (3)绞车司机必须严格按绞车司机操作规程作业。提、 松车前应先与信号把钩工进行信号联系,得到明确的回点后 方可作业。 (4)绞车绳跑偏时,应在绞车前3~5m处,设置站辊调 整绞车钢丝绳运行方向,保证绞车排绳。 (5)矿车掉道时,禁止用绞车硬拉复位。 (6)抬物料,班长负责统一指挥,并明确谁先起一头, 抬起后必须行走速度一致,放物料时根据所抬物料及现场情 况,明确一齐放还是先放一头,一齐放时要防止物料弹起伤 人。装卸单体支柱、轨道等物料时,号令必须一致,慎防挤 手砸脚。 (7)检修班必须指定专人对所有绞车的安全设施进行 全面检查,严禁使用安全设施不完好的绞车。 (8)使用调度绞车运料时,各种安全设施要齐全、灵 敏可靠,并坚持正常使用。下车场设手动挡车门,顺槽内斜 巷超过 100m设一组超速挡车器。 (9)行走两顺槽,严格执行“行车不行人,行人不行 车”制度,行人时,必须用信号上下通知,得到允许后方可 行人。
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(10)人力推车时,要时刻注意前方,在拐弯、过巷道 口、风门或前方有人时,必须大声呼喊或发出警号。过风门 时应开一个关一个,不得同时将两道风门敞开,过后要立即 将风门关严,严禁撞坏风门。 (11)人力推车时,一个人只准推一辆车,同向推车的 间距在轨道坡度小于或等于5‰时,不得小于10m;坡度大于 5‰时不得小于30m;坡度大于7‰时,禁止人力推车。严禁 放飞车,其它执行《煤矿安全规程》第362条。 (12)矿车装料一般不得超过车沿高度。两人或多人同 时装卸物料和设备时,要相互叫应好。用手拉葫芦吊物料或 设备时,葫芦要拴牢,一人指挥,掌握好安全。在顶板破碎 处,巷道压力大的地点及机电硐室门口5m之内禁止卸料。 (13)运送物料或设备至预定地点卸料时,要注意管线 以防砸坏或弹起伤人。卸下来的物料要分类码放整齐,突出 部分距轨道不少于0.7m,物料不得卸在水沟上。 (14)卸物料要稳拿轻放,严禁撞倒其他物料、设备。 采煤面上使用的物料应摆放到用料地点,留出人行道,以免 影响通风、运输、行人。 (15)用平板车运送长物料或机电设备时,物料下须垫 木墩或道木,用绳索封牢,用木楔加紧,防止滚动、抽出。 (16)提升用的钢丝绳、联接装置要严格按照《煤矿安 全规程》进行试验、检查验收、更换。
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(17)严禁用梭车运送人员;严禁将梭车的制动爪锁住 不用;严禁私自调整制动器的制动力矩和延时时间;严禁在 绳道内行走和跨越绳道;严禁向摩擦滚筒上涂抹任何油脂; (18)顺槽连续牵引车运行信号必须规定统一的信号。 (19)每班运行前,必须仔细检查钢丝绳是否完好,沿 线的托绳轮、压绳轮是否转动灵活,钢丝绳是否脱离绳道, 尾轮固定是否牢固,机头、张紧器地脚螺栓及各主要连接部 位是否紧固。 (20) 每班运行前, 必须仔细检查各润滑部位是否缺油, 特别是减速机油位和开式齿轮的润滑情况; (21)用梭车运送物料时,梭车与料车、料车之间必须 采用硬联结,运料人员必需手持信号发射机跟随梭车行走, 下放时,人员跟随在梭车后方,提升时,人员要走在梭车的 前方(巷道敷设信号电缆侧)。 (22)信号发射机每一小时更换一次,每班携带两只, 交替使用。 (23)梭车运行中掉道复轨时,应先将梭车反向点动一 下,将钢丝绳松弛,然后复轨;复轨时,人员必需站在梭车 的两侧,严禁站在梭车运行方向的前后。 2、绞车的安装和使用: (1)绞车必须经常处于完好状态,否则,不准使用。 (2)绞车要定期检查,并将检查结果记录在册。新安
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装的绞车必须经机电科组织有关部门验收,合格后方可投入 使用。 3、行人助力器运行管理规定: (1)、行人助力器运行前必须提前用电话或信号器与 司机联系好。 (2)、行人助力器运行时,必须停止顺槽连续牵引车 运行,即顺槽内人员行走时,严禁车辆运输。 (3)、行人必须待助力器运行稳定后,方可将手把挂 在钢丝绳上,经过托绳轮时架前要及时取下,以防伤手。手 把必须开口向上挂在绳上。 (4)、行人间距不小于3m,行走时要注意观察周围情 况, 发现掉绳、 掉轮等影响安全运行的意外情况要及时处理, 或发信号停车。 (5)、司机必须由经过培训的小绞车司机担任,每班 安排一名司机专人负责,其他人员严禁操作。 (6)、机头、机尾及沿线信号器必须灵敏可靠,通话 清晰。 (7)、行人下车时每人携带一个把手,上行时一个手 把只准一人使用,到达机头位置后,将手把放到卡轨车信号 室内。 4、 钢丝绳的使用: (1)钢丝绳要定期检查,并将检查结果记录在册。
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(2)钢丝绳不符合《煤矿安全规程》规定时,必须立 即更换。 5、 轨道及辅件的使用: (1)轨道的铺设质量符合《煤矿安全规程》第三百五 十三条规定,并根据现状采取轨道防滑措施。353条:矿井 轨道必须按标准铺设,其铺设质量应符合下列要求: ①、扣件必须齐全、牢固并与轨型相符。轨道接头的间 隙不得大于5mm,高低和左右错差不得大于2mm。 ②、直线段2条钢轨顶面的高低差,以及曲线段外轨按 设计加高后与内轨顶面的高低偏差,都不得大于5mm。 ③、直线段和加宽后的曲线段轨距上偏差为+5mm,下偏 差为-2mm。 ④、在曲线段内应设置轨距拉杆。 ⑤、轨枕的规格及数量应符合标准要求,间距偏差不得 超过50mm。道喳的粒度及铺设厚度应符合标准要求,轨枕下 应捣实。对道床应经常清理,应无杂物、无浮煤、无积水。 同一线路必须使用同一型号钢轨。道岔的钢轨型号,不得低 于线路的钢轨型号。 矿井轨道使用期间应加强维护,定期 检修。 (2)托绳轮根据现场情况设置,以不磨绳为原则,并 保持转动灵活。 6、 安全设施的使用:
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(1)在各车场安设甩车时能发出警号的信号装置,信 号必须齐全、清晰、可靠。 (2)必须设有行车红灯。 (3) 上下车场设有信号硐室, 沿线每隔40m设有躲避硐。 (4)在倾斜井巷内安设能够将运行中断绳、脱钩的车 辆阻止住的跑车防护装置。 (5)在各车场安设能够防止带绳车辆误入非运行车场 或区段的阻车器。 (6)在上部平车场入口安设能够控制车辆进入摘挂钩 地点的阻车器。 (7)在上部平车场接近变坡点处,安设能够阻止未连 挂的车辆滑入斜巷的阻车器。 (8)在变坡点下方略大于1列车长度的地点,设置能够 防止未连挂的车辆继续往下跑车的挡车栏。 (9)必须使用合格的保险绳,保险绳的规格应与主绳 相同,空绳量≤0.5m。 (10)插销必须与车辆闭锁。 7、矿车运输: (1)每条斜巷提升矿车的数量与绞车的提升能力相符。 (2)矿车间用标准三环链和插销连接。 (3)每辆矿车净载荷≤1500kg,被装物件的外形不准超 出矿车。
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8、平板车运输: (1)不适应矿车运输的物件要用平板车。平板车的规 格必须与物件重量相适应。 (2)必须单车运输,其载荷≤该绞车的提升能力。 (3)运输钢管、轨道、锚杆、锚网要用专用平板车, 物件与平板车用φ15.5mm钢丝绳封牢,每处联结点不少于3 个绳卡。 主绳用标准插销与平板车相连, 用12 铁丝双股拧结 闭锁,防止跳销,严禁用马镫代替销子。 (4)运输放顶煤支架、采煤机、破碎机、转载机、刮 板机、 皮带机、 制氮机等大于矿车体积的大件时, 要用φ22mm 的绳皮插接绳套配20T马镫与主绳连接,绳头插接长度为钢 丝绳直径的20倍,大件与平板车用螺栓或钢丝绳封牢。其规 格: 螺栓: M20×L (长度L现场定) 的4条; 钢丝绳用φ15.5mm 两道,每处联接点不少于3个绳卡。 (5)运输不大于矿车体积的物件时,主绳用标准插销 与平板车相连,构件与平板车用φ15.5mm钢丝绳两道封车, 每处联接点不少于3个绳卡。 9、 其它规定: (1)斜巷提升时,严禁蹬钩、行人。 (2)严禁空绳下放。 (3)严格执行“行人不行车,行车不行人、不作业” 制度。
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(4)上、下车场,绞车处、串车处,悬挂岗位牌板。 (5)对安全设施,各种保护必须做到定期检查试验, 并留有记录(维护人员每天一次,工区管理人员每周一次, 机电科、安监处每旬一次),必须正常使用,严禁甩掉不用。 (6)封车绳与主绳联接的插接绳套及绳卡必须使用新 的。 (7)坚持试下放制度:即被下放物件至变坡点以下挡 车门上方时,停止下放,检查车辆确无问题后,方可打开安 全门进行下放。 (8)运送物料时,开车前,把钩工必须检查牵引车数、 各车的连接和装载情况。牵引车数超过规定,连接不良或装 载物料超重、超高、超宽或偏载严重有翻车危险时,严禁发 出开车信号。 (9)在运送物料中,信把工听到异响、跳绳等不正常 现象时,必须及时发出停车信号,立即到现场察看。 (10)处理掉道车时要设专人指挥,两侧及下方严禁有 人,根据现场情况,可采用拾道器配合木板从上向下逐辆上 道或采用起吊的方法上道。 (11)处理事故车时,首先察看现场,并保护好现场, 然后向调度室及业务部门汇报。根据现场情况,矿上制定方 案,采取有效措施,组织人员处理,严防二次事故的发生。 (12)吊点及吊装用具必须安全可靠,吊物件过程中必
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须设一道保险绳。 (13)信把工、绞车司机必须持证上岗,严格执行操作 规程、岗位责任制、交接班制度。 (14)不适应本规定的车辆运送时必须事先与机电科联 系,批准后方可运送(如电缆、皮带等)。

第六节 一、采煤机 1、割煤

机电管理

(1)开机前应首先检查采煤机:各部位螺丝要安全完 整,滚筒截齿要齐全锋利,操作手把、急停手把和按钮灵活 可靠,油位要正常,冷却管路要畅通,电缆卡子要连接良好。 然后发出开机信号,等滚筒周围5m之内无人员后方可送电开 机。 (2)开机应坚持先送水后送电,先断电后断水,严禁 无水或水压不足开机。 (3)采煤机在工作过程中,司机应注意随时观察压力 表、温度表、真空表的显示情况,仔细监听采煤机的声音, 如有不正常时应立即停机处理,严禁采煤机带病运转。 (4)采煤机在运转中,司机要集中精力,观察滚筒前 有无障碍物,不得出现采煤机割支架前梁或单体支柱等铁器 物品, 不得用采煤机破碎矸石。 采煤机后滚筒要沿底板割煤,
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严禁留底煤。 (5)采煤机在割煤过程中,靠近滚筒处人员不得在支 架前方行走,采煤机过后要及时护帮以防片帮或滚筒甩出的 物品伤人。 (6)采煤机司机在工作中应看好电缆,及时清除电缆 槽内杂物,出现电缆卡子受损时要立即停机处理。严禁出现 电缆、水管受力情况。 (7)采煤机司机在离开采煤机机身时,要停机并摘掉滚 筒离合器。 (8)采煤机在进入两端头时,班长应指定专人进行监 护。只有在端头顶板维护完整、单体支柱全部撤除、电缆、 管线吊挂整齐、固定牢固、各种杂物清除干净、人员全部闪 开5m以外后方可开机。开机前两巷道不得有人正对滚筒,以 防甩出物品伤人。人员在滚筒周围作业或更换截齿前,采煤 机司机要先摘掉滚筒离合器并断电,在班长安排好人员维护 好顶板和煤壁以后,方可操作。 (9)采高要稳定,煤层变薄时要贴顶板割煤,两个端 头要与两顺槽顺平,保证采面按设计方向推进。 2、检修 (1)检修采煤机时前部运输机必须停电闭锁。 (2)采煤机应按日检内容进行检修,严禁漏检。 (3)检修滚筒、减速箱等传动部位时,必须把电机隔
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离开关、减速箱隔离手把打至零位,非检修人员不得擅自操 作上述手把。 (4)检修泵箱、减速箱等精密部位时,应首先搭好防 尘棚,防止煤尘进入液压系统。 (5)进入工作面煤壁前检修或处理事故时,要维护好 顶板和煤壁。 (6)正常检修时,采煤机应停放在顶板完好、无淋水 的地段,并随时敲帮问顶,严禁空顶作业。 (7)检修采煤机时严禁随意敲砸,液压系统严禁用棉 纱擦。 (8)检修要达到完好标准,并进行割煤试运转。 (9)采煤机电控系统为机载式。除左右操作站分别设 在机身两端,交流变频器的编程站设在电控箱变压器腔前盖 板上外,其他所有电气设备均安装在机身中间的电控箱内, 主控制器采用PLC控制技术,操作站采用LCD点阵汉字显示技 术,在采煤机因过载或故障而保护或停机的同时,显示故障 原因。 (10)采煤机遥控器专人保管、使用,不得随意转交他 人,避免碰撞和摔坏等人为损坏。 二、移架、推拉运输机、放煤 1、移架 (1)移架前,首先检查支架是否完好,否则要维修,
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并清理架间、架前浮煤杂物,将电缆、管子吊挂整齐,在确 定支架周围无人后方可操作。 (2)移架时,如果出现拉移困难,要立即停止移架, 待查明原因处理好后方可移架。 (3)移架前要观察好周围的顶板和煤帮。如果出现采 高不足或顶帮破碎时要首先处理好顶帮,然后移架。 (4)工作面局部片帮掉顶,梁端距超过340mm时,应及 时移超前架(如应放煤时,可跟架放煤,拉后溜)实现对顶 板的提前支护;移架时注意搞好与煤机司机的配合。 (5)支架出现咬架、挤架、倒架时,应掌握好拉架次 序,及时进行处理,防止硬拉硬拽,造成支架损坏。 (6)发现支架出现跑、冒、漏液时,要及时处理,暂 时无法处理时,要及时关掉截止阀,并向工区和接班人员交 代清楚。处理支架时要严禁出现单腿销、铁丝代替销子和无 销子现象。 (7)在升支架时应防止前梁带载荷升架,以防销子断 裂伤人。 (8)支架移完后,要用侧护板协调好架间距,待升起 支架后及时打紧前探梁挑起尾梁、伸出插板,并将操作手把 回到零位。 (9)拉移端头支架前,应首先按标准维护好端头顶板, 回料工离开放顶线,所有人员全部闪到安全地点后移架,移
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架人员应站在安全可靠地点移架。 (10) 支架工拆卸阀组和管子时, 应首先关掉截止阀 (截 止阀必须工作可靠)严禁带压、带载拆管子和阀组。 2、推拉运输机 (1)在推拉运输机时,如果出现推拉困难,应及时停 止供液,待查明原因,处理完好后方可推拉。 (2)推拉运输机时,人员不得站在运输机和支架中间, 以防框架弹起伤人和断链伤人。 (3)推拉机头、机尾时,要多人协调操作,以防造成 运输设备的损坏。 (4)推移前部运输机时,要保证弯曲度不大于10 (弯 曲段长度为20m)一次推移步距不超过200mm,采用多次推移 到位的方法推移前部运输机,严禁双向或多头推移。 (5)支架后方有人时,严禁后部运输机开动。 3、放煤 (1)放煤工放煤时,应严格控制放煤量,防止放煤量 过大压住后部溜子,严禁将大块矸石放出。 (2)放煤工在操作尾梁和插板时,应防止插入运输机 内, 若出现尾梁自降时应立即停止运输机运转, 并进行处理。 (3)为充分回收煤炭资源,严禁随意丢煤,放顶煤以 尾梁见矸石为准。 (4)支架两端头各三个放顶煤支架,必须绞网或用插
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板插碎的方法把煤放出。 (5)严禁将锚杆等铁器或杂物放出,一旦放出要及时 停机拾出。 三、电气维修 1、所有电工要熟悉掌握电气设备使用性能和一般维护 技术,严格执行《煤矿安全规程》中的有关电气部分的规定。 2、电气维修必须按照《煤矿安全规程》作业,严格停 送电制度,坚持停电挂牌,或专人看管,谁停电谁送电。 3、所有电气保护灵敏可靠,不准随意撤除不用,当保 护不灵敏时,应停电处理,处理不好不准强行送电。 4、要定期检查设备的防爆性能、绝缘保护性能,对不 符合要求的设备、配件及时更换。 5、设备的整定值必须符合要求,不得擅自更改。 6、移动电气设备时,必须停电,严禁带电作业。 7、皮带机和电气保护实验,按规定日期做好记录。 8、更换电机等设备时要对轴头、结合面、电缆等进行 保护。 四、泵站 1、泵站司机必须由经过专门培训、考试合格的专职人 员担任,负责泵站系统的操作,不得兼干其它工作。司机必 须熟悉泵站系统的结构、性能、工作原理及操作方法,能够 处理一般故障,并严格执行现场交接班制度和岗位责任制,
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持证上岗。 2、乳化液泵站由两泵一箱组成,两泵必须交替使用。 3、乳化液泵的工作压力不得小于30MPa。 4、乳化液的浓度控制在3%~5%之间,并严格使用乳化 液自动配比箱,严禁使用清水或浓度达不到要求的乳化液。 5、乳化液箱每四个月彻底清洗一次。泵站系统的各部 过滤网、过滤器和管路,要经常清洗,保持洁净。 6、泵站运转前,应仔细检查各部件有无损伤,管路是 否漏液,吸排液软管有无折叠,油标玻璃的油位要不低于红 线,不高于绿线。 7、修复后或第一次使用时,应打开进液腔的排气螺钉, 排除进液腔气体。 8、点动电机开关,观察电机运转方向,应与泵的要求 相同。电机空载启动,以延长使用寿命。 9、泵站启动后,拧松高压腔的六角螺钉,放净气体后 拧紧。空载运转5min,如油泵无异常噪音和颤动,管路无漏 液才能投入使用。 10、工作中箱体温度不超过70 ,乳化液箱的液位不得过 低,以免吸空。 11、油泵运转中,要注意柱塞是否正常。如发现柱塞密 封处漏液过多,要及时处理或更换。其压紧螺套不应过紧, 以不漏液为宜,一般压紧后退回六分之一圈。
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12、要经常保持泵站内清洁卫生。泵投入运行150h左右 换一次油,同时清扫油池,以后续加油从滤网口加入,严防 煤粉、矸石、杂物混入。发现油变质,应立即更换。 13、巷道内敷设的乳化液管路,必须悬挂在巷道一侧, 不得与巷道中金属网、管路、物料等直接接触,悬挂距离一 般在3~5m之间,悬挂点处的乳化液胶管必须用胶皮保护好, 以防磨损。在巷道拐弯处,要适当缩小悬挂距离,与支架等 有接触的乳化液胶管都要用胶皮保护好。 14、乳化液管路及注液枪不得有跑、漏、渗液现象,否 则必须及时处理。用完的注液枪必须挂在支柱手把上。 15、乳化液管路中的截止阀要使用齐全、灵活可靠,各 种U型卡要使用合格产品。 16、每班乳化液浓度至少检查两次,并做好记录。 17、工作面出现液压管坏、密封圈失效需要停泵处理必 须立即停泵,再开泵时必须得到呼叫停泵人的信号后方可开 泵。开泵时必须向工作面发出开泵信号再等5s开泵。 18、检修或更换泵的机械液压元件时,必须将控制开关 闭锁,且严禁带压作业。 19、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器定期清理, 各胶管液压元件应保持清洁,严禁泵箱随意敞口,严禁不经 过滤网直接向泵箱直接倒乳化油。 五、移动变电站拉移
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1、移动变电站牵移绞车回头轮用1200×500×10mm钢板 配合8根地锚固定,地锚选用φ20×2000mm的树脂锚杆,配合 K2370药卷;底板选择完好的地方,地锚必须牢固,移动变电 站绞车回头轮用钢丝绳(直径18.5mm)联接在地锚上,钢丝绳 至少缠绕2圈用四个与绳经相符的绳卡卡牢。 2、变电站拉移前,必须切断电源,严禁带电拉移。 3、拉移变电站前,必须对变电站沿途进行认真检查, 锚固装置必须牢固可靠,各串车之间的联接装置必须安全可 靠,拉移范围内的轨道、轨枕、夹板、螺丝必须齐全完好, 所有电缆管线吊挂整齐,拆除接地极。 4、牵移过程中,必须由电工组长统一指挥,沿途派人 监视,动作协调,绳道内和变电站牵移下方严禁有人作业或 逗留,发现牵移受阻等问题必须立即停车处理,变电站下方 轨道必须设置可靠的阻车器,严格执行“行人不行车,行车 不行人”制度。 5、移动变电站设备串车必须加挂保险绳,以防串车连 杆断裂。顺槽坡度增大,变电站拉移困难时,要增加拉移绞 车时,加固生根装置。 6、移动变电站牵移过程中,必须使用安全链,随着电 站的牵移,安全链前移,安全链余链长度不得超过2m,安全 链一头栓在电车车盘, 另一头固定在轨道上, 保证固定牢固。 7、变电站的固定地锚及串车联接装置每天检查一次,
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并记录备查。 8、变电站拉移到位后,要保持牵移绞车张紧定位,并上 好阻车器,移动变站每5车设置阻车器一个,全面检查联接装 置、地锚装置、电缆吊挂完好,恢复接地极,确认无问题后 方可专人送电。 9、随着工作面的推进,电缆托梁牵移用专用小绞车拉 移,拉移至少有3人进行,1人开绞车,2人分别在超前支护 段、工作面上端头监护传送信号,电缆拖梁运行范围及其下 方严禁有人工作或逗留。 10、电缆拖梁拖轮吊挂使用吊挂钩或花栏螺丝固定在顶 部钢梯上,电缆托梁、吊挂钩吊挂呈一直线,电缆托梁的电缆 钩距巷道底板不小于0.2m,电缆托梁的上端必须与专用小绞 车连接牢固;当电缆托梁下行时,设置保险绳,电缆拖梁牵 移,保险绳必须及时前移,保险绳一头拴在电缆拖梁上,另 一头固定在轨道上,保证固定牢固。

第七节 一、作业规程管理

其它

1、作业规程或安全技术措施经矿总工程师批准后,由 区队工程技术人员在施工前向所有参加施工的管理人员、工 人进行传达贯彻,因故未听传达者,上班前应补课,听传达 后必须人人签字, 并进行考试, 考试不合格者不准参加施工。
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2、作业规程及安全技术措施贯彻后的考试成绩及签字 名单报送有关规程管理部门。 3、批准后的作业规程和安全技术措施是施工的准则, 区队长是兑现规程、 措施的主要负责人, 区队技术员是规程、 措施兑现的技术负责人。 4、每月根据工作面出现的新情况、新问题,对规程( 措 施)进行一次复查,并提出相应的措施(审查意见)。 5、工作面过断层等特殊地质条件以及遇到具体安全生 产情况,如工作面放炮和机电设备需要在井下进行电焊、气 割等,要另编写补充措施,由矿总工程师批准后实施。 6、禁止无规程(措施)作业。 二、单体支柱使用管理规定 1、单体液压支柱下井前必须做压力试验,安全阀的额 定压力为30MPa,达不到要求的不得下井使用。 2、第一次使用或修复后的支柱,为防漏气倒柱,使用 前必须将缸体内的空气排放干净。方法是:反复注液和排液 2~3次。 3、每次注液前,都要用注液枪的“高压液体”把三用 阀注液嘴内的污物冲洗干净,以免污物进入单柱内腔,使单 柱漏液,影响其性能。 4、注液前将注液枪插入三用阀的注液嘴,把注液枪的 锁紧套反向三用阀的上方,使其“锁”为一体,认为无误后
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才能扳动枪机升柱,否则不得进行升柱。升柱后确认活柱不 再升出时,继续注液2~3s,方可停止注液。 5、降柱时,如遇有易冒落顶板,操作者要用回柱钩勾 住卸载手把,躲在安全可靠处,远距离卸载。 6、回出的支柱必须及时支设或外运放好,严禁出现空 载支柱。 7、建立专门维修小组和材料管理员。材料管理员每月 要对单体支柱进行一次数量、完好状态的检查,及时更换失 效或损坏的单体支柱,更换下来的单体支柱、三用阀要及时 上井检修。 8、对单体支柱实行统一编号管理。 9、工作面使用的单体支柱,必须严格按有关规定,定 期进行试压和检修。 10、在同一工作面中,不得使用不同类型或不同性能的 支柱,如遇特殊情况或地质条件复杂的采煤工作面中必须用 不同类型或不同性能的单体支柱时,必须编制专门措施,报 矿总工程师批准。 11、工作面使用单体支柱作业时,必须坚持2人以上的 工作制度,一人工作,一人监护。 12、两顺槽所有支设的单体支柱采取拴防倒绳防倒措施, 防倒绳直径不小于6.2mm,并用相适应的绳卡卡牢两端,防倒 钩挂在巷道经纬网的顶网上。
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13、用单体支柱顶压物体时,刚性接触面必须采取垫木 板片等防滑措施,单体支柱必须用防倒绳或铁丝将上头与支 架或顶板锚网等固定物体拴在一起,防止倒柱伤人。 14、用单体支柱掐、接链子时,应有技术熟练的支架工 操作,单体支柱必须时远距离供液,单体支柱稍吃劲,人员 应离开5m以外。接链时单体支柱必须打牢,并用可靠的索具 绑住单体支柱,人员必须躲离单体支柱滑脱所波及的范围, 并严禁人员在此范围内行走。 15、 工作面使用单体支柱调整支架时, 单体支柱可能蹦、 窜出的方向严禁有人,单体支柱稍吃劲后立即停止供液,人 员躲到5m以外再供液。 三、煤质管理 1、严格执行矿制定的煤质管理办法,生产过程中加强 对顶板的管理,减少冒顶事故的发生,减少矸石、木块等杂 物的混入,提高煤质。 2、采煤机在割煤过程中,司机要随时注意滚筒的位置, 防止割过多底板岩石。 3、加强对面上坑木的管理,坑木及铁丝收拾干净放好, 严禁乱扔乱放。 4、工作面各工种检修使用的棉纱、拆下的旧件不得随 意丢弃,应带上井或放在指定位置,不得进入煤流。 5、各转载点喷雾及煤机内外喷雾、架间喷雾等做到开
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机喷雾,停机停水,尽量减少外在水分。 6、放煤工必须严格按规程作业,加强责任心,减少矸 石混入煤流。 7、工作面涌水量加大时,必须加强防排水管理,尽量 减少水分进入煤流。 四、油脂管理 1、在生产中所需要的各类油质(齿轮润滑油、机油、 乳化油、黄油等)要按每月使用数量,提前领好下井,运送 到指定地点存放好。 2、油桶、放油口要保持干净卫生,油桶必须上盖,防 止脏物污染油脂。 3、油质要定期检查,不得使用过期、变质或不符合规 定型号的油质,要保证油质的质量。 4、各设备的油脂使用达到一定时间或质量发生变化时, 必须及时更换,更换下来的废油脂要装桶升井,严禁乱放乱 倒,加强废油脂的回收工作。 5、黄油下井后要成袋装在木箱或铁桶里,严禁乱放乱 堆。 6、放油、加油时要注意不得洒在地上,不得浪费油脂。 7、井下各种油桶必须有标号,挂上标志牌,各种盛油 的塑料桶也要写清标号,定期清洗,确保桶内干净卫生。 8、油桶油抽子必须专用,用完不准乱放,必须及时加
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套保护。 9、油脂存放库地点,必须按要求设置两只干粉灭火器 及两个砂箱(砂量不得小于0.5m )。
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