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目 录第一章 概 况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤 层3第三节 煤层顶、底板特征5第四节 地质构造5第五节 水文地质6第六节 影响回采的其它地质情况7第七节 储量及服务年限8第二章 采煤方法8第一节 采煤方法及巷道布置8第二节 回采工艺9第三节 设备配置及主要技术参数11第三章 顶板管理14第一节 支护设计14第二节 工作面顶板管理16第三节 运输、回风顺槽及端头顶板控制17第四节 矿压观测20第四章 生产系统22第一节 运 输22第二节 一通三防与安全监控22第三节 排水、压风系统43第四节 供电系统44第五节 通讯照明系统47第六章 煤质管理49第七章 安全技术措施51第一节 一般措施51第二节 顶板管理55第三节 防治水61第四节 一通三防与安全监控63第五节 运 输69第六节 机 电74第八章 质量标准化管理109第一节 质量管理109第二节 顶板管理质量标准110第三节 安全出口与端头支架质量标准110第四节 煤壁机道质量标准111第五节 两巷与文明生产质量标准111第六节 机电设备质量标准111第七节 安全管理112第八节 保证工程质量措施112第九节 两巷材料回收安全质量113第十节 避难硐室(救生舱)救援应急管理措施116第十一节 避灾路线11715201综采工作面回采作业规程第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面位置及井上下关系 15201综采工作面位于+810水平二采区,开采煤层为15号煤层。本工作面可采范围北至15201工作面运输顺槽,南至15201工作面回风顺槽,东至工作面切眼,西至工作面停采线。15201综采工作面东邻井田边界,南邻一采区回风巷,西邻二采区回风巷,北邻设计15202工作面运输顺槽。15201综采工作面位于井田的东南部。地面为荒山,没有建筑、河流及其它设施。15201综采工作面的回采对地面设施无影响。本工作面回风顺槽底板标高为+787.127+837.0m,运输顺槽底板标高为+780.973+842.915m.该工作面倾向长120m,回采至943米时倾向长变更为130米,回采至821时变更为150米,走向长度1220m,平均斜面积172300m2。第二节 煤 层一、煤层及其分布情况15号煤层位于太原组底部,K2灰岩为其直接顶板,底板为黑色泥岩或细粒砂岩,上距3号煤层约99m。揭露煤层厚度为3.404.10m,平均厚3.75m,煤层结构简单,煤层倾角38。黑色,细条带状结构,内生裂隙发育,属半亮型煤,中下部含夹矸0-2层,属全区稳定可采煤层。二、夹矸及其分布情况本工作面煤层含0-2层夹矸,距顶板0.50m左右含一层泥岩夹矸,此夹矸在本工作面大部分地段较稳定,夹矸厚度0.21.00 m,平均厚为0.60m,总体表现为南部稍薄,北部增厚的趋势;距顶板3.2m 左右发育一层泥岩夹矸,厚度一般为0.2m左右,此层夹矸存在尖灭现象。三、煤质1、原煤煤质情况15号煤层呈深黑色块状,玻璃光泽,原煤灰分为12.19%25.38%,平均18.28%,分布为井田南中部灰分低,向北向南逐渐增大,洗选后煤的灰分为5.73%11.61%,平均8.94%;浮煤挥发份在8.66%9.51%之间,变化不大,井田南东部的4号钻孔挥发分为8.66%,向周围三个方向逐渐变高,该煤层为无烟煤(WY3);该煤层原煤全硫(St,d)为0.95%2.95%,平均2.37%,在井田南东部的1号钻孔硫分最低,向周围三个方向逐渐增高,洗选后全硫为0.50%3.32%,平均2.26%。该煤层原煤干燥基高位发热量25.2531.28MJ/kg之间,为中特高热无烟煤(WY)。煤灰熔融性分级范围(ST)温度为13991500,为较高软化温度灰高软化温度灰。假定浮煤灰分为11%时,0.1含量为4.80%35.07%,平均19.60%,可选性为易选难选;假定浮煤灰分为11.5%时,0.1含量为3.50%31.50%,平均17.09%,可选性亦为易选难选。根据山西省煤炭工业局综合测试中心对15号煤层工作面原煤煤样进行的检验,结果如下:15号煤层(原煤)水 分(Mad): 原煤0.40 浮煤1.09;灰 分(Ad): 原煤18.28 浮煤8.94;挥发分(Vdaf): 原煤11.38 浮煤9.18;全 硫(St,d): 原煤2.37 浮煤2.26;15号煤层为低中灰、低中高硫、特低低磷分的无烟煤(WY3),可做为动力用煤和化工用煤。 2、影响煤质的因素(1)生产用水及煤层顶板灰岩对煤质的影响:生产用水及顶板灰岩裂隙水在生产过程中混入回采煤流中,将加大原煤的水份。(2)夹矸对煤质的影响:本工作面15号煤层中含有02层夹矸,其岩性以泥岩为主,该夹矸层在回采过程中将被截割成碎块或粉末状,可选性差,混入原煤中将增加原煤的灰份。第三节 煤层顶、底板特征表1-3-1煤层顶、底板特征直接顶K2灰岩5.39米深灰色、厚层状,含丰富的动物化石,垂直节理,方解石充填,坚硬。直接底泥岩、细砂岩1.06米深灰色,波状层理,含少量云母片,常变相为泥岩。老底铝质泥岩6.05米浅灰色,鲕粒结构,具滑感。附图一:15201综采工作面地层综合柱状图第四节 地质构造一、地质构造情况本工作面在15号煤层向斜构造的右翼,由北向西南倾斜。地质构造简单,对生产几乎没有影响。第五节 水文地质一、影响工作面回采的含水层(体)1、3号煤层采空区水15201工作面正上方为3号煤层二采区采空区,虽然对上层煤采空区做过探放水工作,但由于长期受3号煤顶板砂岩水补给,采空区内局部低洼段还有可能存在一定量的积水。2、15号煤层顶板石灰岩岩溶裂隙水其顶板石灰岩岩溶裂隙含水层,富水性弱,据3号水文孔抽水试验资料,静止水位标高1020.85 m,水位降深48.22 m,涌水量0.0114 L3/s,单位涌水量0.0002 L3/s. m,富水性弱,充水条件简单。最大导水裂隙带高度预计:15号煤层顶板为石灰岩,采用坚硬岩经验公式计算其垮落带、导水裂隙带高度:计算公式:Hc=(4-5)MHf=100M/2.4n+2.1+11.2式中:Hc 垮落带高度(m),Hli导水列席带高度(m),M为累计采厚,取4.9(m),经计算,15号煤层垮落带高度17-24.5m,导水裂隙带高度86.76-120.09m,可沟通其顶板以上石炭系内所有含水层以及二叠系下统山西组K7砂岩含水层及3号煤层采空区积水。 3、充水因素分析:(1)3号煤层采空区水 据井田内4号及YX-2号钻孔资料,15号煤层顶板距3号煤层采空区底板距离为93.46-102.90m,经计算,15号煤层垮落带高度17-24.5m,导水裂隙带高86.76-120.09m,可沟通其顶板以上石炭系内所有含水层以及二叠系下统山西组K7砂岩含水层及3号煤层采空区积水。(2)15号煤层顶板石灰岩岩溶裂隙水是工作面回采时直接充水水源。4、涌水量预计:正常涌水量:正常回采时涌水量为12 m3/h。最大涌水量:工作面最大涌水量为15 m3/h。第六节 影响回采的其它地质情况一、瓦斯、二氧化碳情况:据2012年度矿井瓦斯等级鉴定15号煤层矿井回采最大绝对瓦斯涌出量3.7m3/min,属瓦斯矿井。二氧化碳绝对二氧化碳涌出量0.6m3/min。 二、煤尘爆炸危险性根据2014年05月28日由山西省煤炭工业厅综合测试中心鉴定报告为我矿提供的15号煤层煤尘爆炸性检验报告中。可知15号煤层煤尘无爆炸性。三、煤的自燃倾向性根据2014年05月28日由山西省煤炭工业厅综合测试中心鉴定报告为我矿提供的15号煤层煤自然倾向性检验报告中。可知15号煤层煤层自然倾向性等级为级,类别为容易自然煤层。四、地温及地压据我矿及邻矿开采情况,井下未发现有地温地压异常现象,本区属地温、地压正常区。参考区域资料,地温梯度为0.6-2.9/百米,恒温带深度在70m左右。第七节 储量及服务年限储量及服务年限见(表1-7-1)表1-7-1储量及服务年限煤 层走向长(m)倾斜长(m)平均煤厚(m)容重(t/m3)回采率(%)储量(万吨)可采储量(万吨)服务年限(月)15#2701203.751.49517.0116.162.5煤 层走向长(m)倾斜长(m)平均煤厚(m)容重(t/m3)回采率(%)储量(万吨)可采储量(万吨)服务年限(月)15#1301303.751.4959.198.731.3煤 层走向长(m)倾斜长(m)平均煤厚(m)容重(t/m3)回采率(%)储量(万吨)可采储量(万吨)服务年限(月)15#8201503.751.49558.2855.368.5由公式:工作面的服务年限=可采储量/设计月产量 =可采储量/(设计日产量天数)。知工作面的服务年限=80.25(0.25226) 12(个月)第二章 采煤方法第一节 采煤方法及巷道布置 一、采煤方法采煤方法为综合机械化采煤,一次采全高的方法,顶板采用全部垮落法管理。工作面采高控制在3.4-4.1m,平均采高3.75m。回采中可根据煤厚及时进行调整。作业方式采用“三八”制,二班生产,一班检修,检修班全班检修。平均每天推进6个循环,每个循环进尺0.6m,日进尺3.6m,月进尺93.6m(26天/月),工作面回采率95%,正规循环作业率为90%。储量(可采储量)=(270120+130130+740150)3.751.495%=79.95万吨地质储量=(270120+130130+820150)3.751.4=90.45万吨循环产量及日产原煤量计算如下:循环产量=1503.750.61.490%=419.58吨注:可采长度800m(总长880m,除去80m停采线)。日产原煤量=419.586=2517.48吨二、巷道布置本工作面采用二巷布置方式:15201运输顺槽供供电、供液、进风、运煤、供水、排水用;15201回风顺槽回风、进料、排水用。附图二:15201综采工作面巷道平面布置示意图。附表2-1-1:工作面各巷道断面特征表。巷道名称巷道掘宽(m)巷道掘高(m)巷道长度(m)巷道掘面积(m2)备注15201工作面 运输顺槽53.412201715201工作面 回风顺槽4.23.4122014.2815201工作面切眼7.23.412023.8第二节 回采工艺一、工艺流程(顶板松动预爆破)采煤机在端头斜切进刀采煤机割煤、装煤移架推移可弯曲刮板输送机清煤。工作面两端作业流程为:割煤移机头(尾)清煤移架。端头斜切进刀长度30m,移架作业距采煤机后滚筒5m,推移可弯曲刮板输送机距采煤机后滚筒10m,推移可弯曲刮板输送机后立即清煤。二、顶板松动预爆破(详见15#煤层坚硬石灰顶板弱化设计)三、进刀方式1、采煤机割透机头三角煤时,在采煤机后30m处,可弯曲刮板输送机推向回采工作面煤壁,做好采煤机进刀和推移机头的工作。2、让采煤机反向牵引,沿可弯曲刮板输送机弯曲段方向切入煤壁,使采煤机进入下刀工艺,同时将机头顶向煤壁,使整个可弯曲刮板输送机成一条直线。3、让采煤机反向牵引,再次割透机头,割掉三角煤,开始进入下一个循环。四、机组割煤时,采用前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤的方式。五、割煤顺序采煤机在工作面由机头机尾,机尾机头反复运行,逐架顺序割煤。六、移架方式工作面移架时,采取及时移架方式,本架手动操作,从端头或端尾跟机移架。七、推溜方式采用从一端顺序推溜的方式,保证推拉煤溜弯曲段不少于15m,逐步将煤溜推成一直线。附图三:15201综采工作面机组进刀方式示意图第三节 设备配置及主要技术参数一、工作面设备技术参数1、采煤机 附表2-3-1 MG300/730-WD型 采煤机主要技术参数采高24m电动机功率2300kW、255kW、20 kW适应煤质硬度f4煤层倾角25台数2+2+1截深630mm电压1140V滚筒直径2m喷雾灭尘方式内外喷雾牵引方式销轨式电牵引牵引力750450 kN滚筒转速32.7r.p.m牵引速度012.8m/min 摇臂长度2164mm摇臂回转中心距8155mm总重49.6 t机面高度1580 mm制造厂太重煤机有限公司卧底量300 mm2、刮板输送机附表2-3-2 SGZ-764/264型 刮板运输机主要技术参数设备名称项目单位技术参数可弯曲刮板输送机1、型号SGZ-764/2642、出厂长度m1503、输送量t/h7004、刮板链速m/s1.15、电动机型号YBKYSS-65/132-4/8功率kW2132电压等级V11406、刮板链型号2692C7、中部槽mm1500764300型号整体铸焊封底式 3、转载机附表2-3-3 SZB-764/110型桥式转载机技术参数型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备 注SZZ764/110411000110660/1140 4、锤式破碎机:附表2-3-4 PLM800型锤式连续破碎机技术参数型号过煤能力(t/h)破碎能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备注PLM800800800901140 5、运输顺槽胶带运输机:附表2-3-5 DSJ100/63/2110型胶带运输机技术主要参数型 号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSJ100/63/211063010002.5100021106606、支架:附表2-3-6 ZZ6800/20/42型支撑掩护式液压支架主要参数项目单位中部支架过渡支架架型ZZ6800/20/42ZZG6800-20/42支架高度mm2000-42002000-4200支架宽度mm15001430-1600支架长度mm44004400支架中心距mm15001500初撑力kN52365236工作阻力kN68006800支护强度MPa1.020.88对底板比压MPa2.482.48泵站压力MPa31.531.5操作方式本架操作本架操作运输尺寸440015002000450015002000重量t19.5约20附表2-3-7 ZZT7200/20/42型端头支架技术参数1最低最高支撑高度2.04.2m2中心距1500mm3初撑力6185kN4工作阻力7200kN5对底板平均比压1.99MPa6支护强度0.90MPa7泵站压力31.5MPa8支架总重量24 t9运输外形尺寸为(长宽高)450015002000mm7、乳化液泵站BRW-315/31.5型乳化液泵和X10RX型泵箱,两泵一箱,其主要技术参数见下表。附表2-3-8项目单位数值公称压力MPa31.5公称流量L/min315电机功率kW2008、喷雾泵附表2-3-9 PBW250/5.5型喷雾泵主要技术参数项目单位数值公称压力MPa5.5公称流量L/min250电机功率kW45二、综采工作面主要机械配备表详见表2-3-10表2-3-10 综采工作面主要机械配备表设备名称设备型号功率(kW)单位使用备用双滚筒采煤机MG300/730-WD730台1可弯曲刮板输送机SGZ764/2642132台1转载机SZB-764/110110台1破碎机PLM80090台1可伸缩胶带输送机DSJ100/63/21102110台1中部液压支架ZZ6800/20/42架96过渡液压支架ZZG6800/20/42架4端尾支架ZZT6800/20/42架2端头支架ZZT7200/20/42组1单体液压支柱DW45-250/110X(H)根100型梁根20乳化液泵站BRW315/31.5200套2两泵一箱注水钻机MYZ-20022台2放顶钻机ZDY1200ST22台2喷雾泵站BPW250/5.545套2注液枪DZ-Q1台153回柱绞车JDHB25/3.730台2风泵BQC-350/0.24.0台21调度绞车JD-11.411.4台3调度绞车JD-1.625.0台3附图四:15201综采工作面设备布置示意图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面液压支架支护强度验算本工作面采用支撑掩护式液压支架支护顶板,采用“估算法”计算液压支架的工作阻力。支架阻力选型验算:P=89.8SMcos=89.87.954.02.7cos(08)=6665.96731.4kN。式中:P支架承受的载荷,kN; S最大控顶距支护顶板的面积,取7.95m2。 顶板岩石密度,取2.7t/m3。 M最大采高,取4.0m。 煤层倾角,取08。通过以上计算分析, 15201综采工作面装备的ZZ6800/20/42型支撑掩护式液压支架满足工作阻力需求,支撑高度2.04.2m,工作阻力6800kN6731.4kN,支架重量19.5t。二、乳化液泵站 1、泵站配置乳化液泵站选用两台BRW-315/31.5型液压泵和X10RX型泵箱,两泵一箱。喷雾泵站选用两台PBW250/5.5型喷雾泵,配备2套喷雾泵。2、泵站位置该工作面为远距离供液系统,液压泵站布置在一采区轨道巷与一采区胶带巷联络巷内。3、管路选型:远距离供液系统,选用32无缝钢管做高压供液管,51无缝钢管做回液管。 4、泵站使用规定:(1)、泵站工作压力不得低于30MPa,喷雾泵压力不得低于5.5MPa。(2)、乳化液配比浓度为:35。(3)、乳化液配制采用自动配液装置,必须坚持正常使用,不准甩掉不用。(4)、泵站司机必须定期使用配比计对乳化液配制浓度以及对配比装置的运行情况进行监测,发现问题要及时处理并作好记录。(5)、泵站司机应随时注意工作面停泵呼叫,停泵动作要迅速,直接停止电机运转,并切断电源,停泵期间,司机不准脱离岗位。(6)、工作面呼叫停泵后,必须得到工作面呼叫人的开泵信号后方可再次开泵,无论是本机故障停泵,还是工作面呼叫停泵,再次开泵前必须向工作面发出开泵信号。第二节 工作面顶板管理一、支架的布置和间距:本工作面采用一组ZZT7200/20/42型端头支架、2架ZZT6800/20/42型端尾支架和4架ZZG6800/20/42型过度支架支护端头顶板和端尾顶板,用ZZ6800/20/42型中间支架96架支护工作面顶板。支架为本架操作自移式液压支架,支架沿倾向方向顺序排列布置,支架平均间距为1.5m。二、顶板管理方法及控顶距的确定1、顶板管理方法工作面顶板采用全部垮落法管理。 2、控顶距的确定工作面液压支架最大控顶距5300mm,最小控顶距4700mm,移架步距控制在600mm。过地质构造带和周期来压时,尽量采用最小控顶距来控制帮顶。三、支架支护质量要求1、支架要排成一条直线,其偏差在50mm内,中心距偏差在100mm内。2、支架要垂直顶底板,与顶板接触严密,迎山有劲,支架初撑力不得低于额定工作阻力值80%,泵站压力不小于30MPa。3、支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰角为7,最大俯角为5。4、相邻支架间的错茬不得超过顶梁侧护板的2/3,支架不挤不咬,架间空隙不超过规定(200mm)。5、支架要保持完好,无窜液、漏液现象,不自动卸载。6、架间无浮煤矸、杂物堆积,管线、电缆吊挂整齐,支架清洁干净。7、及时移架,顶板冒落高度不大于300mm,控制端面距不超过300mm。8、支架与工作面刮板输送机垂直,偏差在5内。9、支架损坏部位要及时更换,不得带病作业。四、工作面遇构造带等特殊情况时的顶板管理1、遇构造带等特殊情况时,应根据实际情况及时调整工作面坡度。2、坚持少破矸的原则,将破岩段的采高控制在2.43.0m。3、施工过程中,倾向正断层在断层面下盘适当留顶煤局部破底,上盘破顶留底煤。走向正断层上盘侧将工作面适当改为俯采,至断层面后,再改为仰采,在保证断层面附近运输机平缓的前提下,少割顶、底板。4、当工作面遇走向向斜或背斜构造时,在向斜及背斜轴部,在保证运输机平缓的前提下,少割顶或底板,遇倾向向斜或背斜构造时,提前将工作面改为俯采或仰采。5、因断层带及褶曲轴附近煤层顶板较破碎,因此,采机割过后要立即将支架伸缩梁打开,并及时移超前架。6、构造带附近必须采用“带压擦顶”移架。第三节 运输、回风顺槽及端头顶板控制一、工作面运输、回风顺槽的顶板控制1、运输、回风顺槽的超前支护运输、回风顺槽超前支护形式分别采用DW45-250/110XLG单体柱进行(穿鞋带帽)超前支护。保证临近工作面20m范围顺槽压力增高后的维护和安全。15201运输顺槽从工作面煤壁向外20m超前支护支设两排单体柱,人行道侧距离煤柱1000mm处支设一排,非行人侧距离巷帮600mm支设一排,遇破碎机、转载机电机减速器影响时紧靠其外侧打戴帽点柱进行支护,柱距中至中均为1000mm,单体柱要成排成行,直线度误差不超过100mm,且采取钢丝绳连锁防倒。15201回风顺槽从工作面煤壁向外20m超前支护支设两排单体柱,距离煤柱1000mm处支设,柱距中至中均为1000mm,单体柱要成排成行,直线度误差不超过30mm,且采取钢丝绳连锁防倒。靠巷帮两侧顺着顺槽方向排列支护,各班端头维护工负责超前维护作业,要求能保证每班的超前维护范围从工作面煤壁起向前不少于20m。2、运输、回风顺槽的加强支护 工作面运输、回风顺槽采用锚网梁支护方式,在断层和顶板破碎压力大地段,加补点锚或配点锚索联合支护。二、工作面上下出口与端头管理1、工作面上下出口两安全出口,每班必须设专人对其进行清理维护,确保巷道高度不低于3.2m,人行道宽度不小于1.0m,回风和运输顺槽内回出的锚杆、托盘、铁丝网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护以外,并分类堆放整齐,定期交给运输队出井。2、工作面上下端头支护运输顺槽采用一组ZZT7200/20/42型端头支架支护端头;回风顺槽采用2架ZZT6800/20/42型端尾支架支护端尾。随循环推进,各班端头维护工拉端头架前,先在端头支架和煤柱间打好戴帽贴帮单体柱将帮护牢,戴帽贴帮柱间距为1500mm,向后与端头架后立柱基本相齐,向前与端头架前端基本相齐,偏差不大于0.3m。最后将端头架前方影响本循环拉架的单体柱逐架回掉,及时将端头架拉过。三、单体液压支柱使用管理规定1、单体液压支柱必须完好,严禁使用自动卸液、漏液的单体。2、单体液压支柱必须使用乳化液注液,不得使用清水,单体初撑力不得低于132.4KN。3、单体液压支柱支护时必须垂直于顶底板,为防止地板打滑,应把底板面打为麻面。单体必须打在实底上,不能打在实底上时必须穿木鞋。4、在用单体液压支柱三用阀阀芯严禁正对人行道。5、在用单体液压支柱必须用钢丝绳或专用固定工具固定在网片上,以防单体液压支柱自动卸液歪倒伤人。6、上、下端头备用的单体液压支柱必须分类堆放整齐,回出的单体液压支柱必须转运至指定地点头朝上排放整齐,并挂有明显的标志牌。7、单体液压支柱严禁超高使用,支设的最小高度应大于支柱设计最小高度200mm,支设的最大高度应小于支柱设计最大高度100mm。巷道高度变化,超过支柱最大支护范围时,应及时更换相应规格的单体。8、回风顺槽帮部松软变形时,每班必须设专人用长柄工具对帮部单体液压支柱进行松帮,防止帮部变形挤压损坏单体。 9、工作面所有单体液压支柱使用超过8个月必须上井进行检验。 四、支护材料的使用数量和存放管理表3-3-1 支护材料的使用数量和存放管理种类规格使用量备用存放地点及要求单体液压支柱DW45-250/110XLG2根40根运输顺槽、回风顺槽距工作面100m、运输顺槽、回风顺槽距工作面150m范围内要常备不少于上述数量、品种、规格的支护材料,分类整齐码放在上、下两巷两侧,并悬挂标志牌,不得影响通风、运料及行人。工作面备用支护用料在使用、消耗后应及时按要求补充,以保证备用支护用料不少于规定数量。柱帽60203mm120块木30305mm120块100块附图五:15201综采工作面支架最大、最小控顶距剖面示意图。附图六:15201综采工作面支架布置及超前支护平面示意图(包括机头、机尾超前支护示意图)。第四节 矿压观测一、观测对象两巷锚网索支护段顶板和工作面矿压观测。二、监测内容顶板离层参数监测、综采支架工作阻力监测、巷道锚杆支护应力监测。三、监测方法1、巷道监测(1)在巷道内主要通过GWY-300围岩传感器监测顶板离层位置、离层速度变化,两帮内显著变形区域,用于判断顶板及两帮破坏范围,对巷道稳定性进行认别,对巷道所处的安全等级进行评价。(2)采用GWY-300围岩传感器通过对巷道顶板 、两帮锚固力以及锚固力沿着锚杆长度变化规律进行监测,达到对锚杆的工作状态、顶板安全性等进行评价,实现信息反馈,为锚杆支护参数设计优化提供基础。2、回采工作面监测(1)监测端头支架的工作阻力变化规律,为保障端头支护稳定性和安全性提供依据,并为确定最优的端头方式及参数提供基础。(2)分区监测工作面内支架的工作阻力变化规律,为评价支架支护效果、支架对该类顶板的适定性以及顶板来压规律提供依据。(3)超前支承压力监测通过超前顺槽内中深钻孔埋设传感器,监测随着开采的不断推进,超前支承压力的显著影响范围、支承压力高峰值、支承压力高峰位置以及前移速度等,为超前支护范围和有重点地预防冲击地压的发展提供依据。四、数据处理工作面压力监测数据由微机进行处理打印报表。五、监测时间要求1、对工作面,整个生产期间都要进行矿压观测。2、对两巷,整个生产期间都要进行矿业观测。3、支护质量监测,整个生产期间都要进行矿业观测。第四章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装、转载方式工作面采用双滚筒采煤机落煤,其螺旋滚筒配合工作面输送机前移配合装煤,落煤由工作面输送机输送到转载机,经破碎机破碎后至运输顺槽的皮带输送机,再经一采区胶带巷皮带输送机至上仓斜巷皮带输送机后到煤库,经主斜井到地面筛分系统。2、辅助运输设备及运输方式工作面需要的材料、设备等物资,采用矿车或防爆胶轮车、调度小绞车,通过回风顺槽运进或运出工作面。二、推移刮板输送机方式采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机,推移步距为0.6m,推移刮板输送机距采煤机30m.输送机弯曲度不得超过3-5,推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m,推移方向为自下而上顺序进行三、运煤线路工作面15201运输顺槽二采区胶带巷上仓斜巷井底煤仓主井地面。四、辅助运输线路地面副斜井井底车场一采区轨道巷二采区轨道巷15201运输顺槽工作面。 附图七:15201综采工作面运输系统示意图 第二节 一通三防与安全监控一、通风系统:(一)风量计算1、按气象条件计算Qcf= 6070%Vcf Scf Kch Kci=6070%1.0(4.7+5.3)/23.751.21.2=1134m3/min;式中:vcf 采煤工作面的风速,取1.0 m/s;Scf采煤工作面的平均有效断面积,m2;Kch采煤工作面采高调整系数,取1.2Kci 回采工作面长度调整系数,取1.2;70%有效通风断面系数;60为单位换算产生的系数。2、按瓦斯涌出量计算Qcf=125qcg kcg=1253.71.4=647.5 m3/min式中:采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯涌出量,m3/min; 根据2012年度瓦斯等级鉴定回采工作面最大绝对瓦斯涌出量:3.7m3/min; kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.4; 125按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%的换算系数。3、按二氧化碳涌出量计算 Qcf=67qcc kcc=670.61.4=56.28 m3/min式中: 采煤工作面回风巷风流中平均二氧化碳涌出量,m3/min;根据2012年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定绝对涌出量:0.6m3/min 采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.4;67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。4、按工作人员数量验算Qcf4 Ncf =450=200m3/min式中:Ncf采煤工作面同时工作的最多人数,取交接班50人;4每人需风量,m3/min。5、按工作面温度计算Qcf=60VcScsKi=601.012.341.1=814.4 m3/min式中:Vc回采工作面适宜风速,m/s;Scs回采工作面平均有效断面,m2;Ki工作面长度系数。6、按风速进行验算(1)验算最小风量Qcf600.25 Scb =600.2513.91=208.7m3/minScb=1cb hcf70%=5.33.7570%=13.91 m3/min(2)验算最大风量Qcf604.0 Scb =604.012.34=2961.6m3/minScs=1cshcf70%=4.73.7570%=12.34 m3/minc)采煤工作面在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,验算最大风量Qcf605.0 Scb =605.012.34=3702.0m3/min式中:采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;采煤工作面最大控顶距,m;采煤工作面实际采高,m;采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;采煤工作面最小控顶距,m;0.25采煤工作面允许的最小风速,m/s;70%有效通风断面系数;4.0采煤工作面允许的最大风速,m/s;5.0采煤工作面允许的最大风速,m/s。则:208.7m3/minQcf=1134m3/min2961.6m3/min3702.0m3/min通过以上计算及验算,回采工作面需风量取最大值,即Qcf =1134 m3/min(二)风流路线:1、工作面风流:本工作面采用“一进一回”U形通风方式。新鲜风流:(1)主斜井一采区轨道大巷二采区轨道大巷15201运输顺槽15201综采工作面。(2)副斜井井底车场一采区轨道大巷(一采区胶带大巷)二采区轨道大巷(二采区胶带大巷)15201运输顺槽15201综采工作面。回风风流:15201综采工作面15201回风顺槽15201回风绕道二采区回风巷总回风巷回风立井地面。附图八:15201综采工作面通风系统示意图二、防治瓦斯(一)加强工作面瓦斯检查1、工作面专职瓦检员检查瓦斯工作面瓦斯检查中设点为:(1)工作面回风流(2)工作面上隅角(3)工作面风流(4)工作面进风流。 每小班至少巡回检查三次,时间间隔为35小时,检查结果通知当班采煤班长,并让其在记录手册上签字,检查结果记录在检查地点瓦斯检查牌上,并及时汇报通风调度,发现特殊情况随时汇报,及时采取措施处理。当瓦斯超过规定时,必须按照煤矿安全规程第136、138、139条规定处理。瓦斯检查牌挂在距工作面3050m左右,距底板1.6m的行人侧的巷道帮上。2、在工作面回风顺槽敷设一路束管至工作面,利用束管监测系统连续监测工作面回风上隅角有害气体涌出量变化情况。3、加强对工作面上隅角的瓦斯检查,每天对采空区、工作面、回风流气体取样使用束管监测系统分析一次,分析成分有CH4、CO2、CO、O2等,并建立监测分析档案。4、便携式甲烷检测仪(1)工作面上隅角处安设一台便携式甲烷检测仪,报警浓度为1.0%CH4。悬挂位置距顶板不得大于300mm,距巷壁不得小于200mm。(2)采煤机上悬挂便携式甲烷检测仪,采煤机工作时由司机随身携带,停止工作时,便携式甲烷检测仪应悬挂在采煤机的上方。(3)矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、安全监测工下井必须携带便携式甲烷检报警测仪。5、每班必须检查工作面电气设备及回风区内电气防爆情况,严防失爆。6、工作面瓦斯超限时,应立即停止工作,切断电源,撤出人员,制定专项措施进行处理。7、工作面附近存在大冒落等情况积存瓦斯时,必须停止生产,采取排放措施进行处理;经检查符合要求后,方可恢复生产。(二)KJ90NA安全监控系统1、分站:在运输和回风顺槽口配电点各安装一台KJ90-F16(D)型监控分站。2、监控电源:在回风顺槽联络巷口配电点监控分站电源取自馈电的电源侧。当供电电源停电后,监控分站电源能保证系统连续监控时间不小于2小时。3、甲烷传感器设置(1)在工作面上隅角设置甲烷传感器T0、回风顺槽距煤壁10m处设置甲烷传感器T1、回风顺槽距回风绕道10-15m处设置甲烷传感器T2。传感器报警、断电、复电浓度分别为:T00.8%CH4、1.2%CH4、0.8% CH4;T10.8%CH41.2%CH4,0.8%CH4, T20.8%CH4、0.8%CH4,0.8%CH4。断电范围:15201工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备。在工作面回风顺槽机电设备处分别设置甲烷传感器T3. 其报警、断电、复电浓度分别为:0.5%CH4、0.5%CH4,0.5%CH4。断电范围为15201回风顺槽内的全部非本质安全型电器设备。(2)回风顺槽分站控制3台远程馈电断电仪,分别控制工作面割煤机机组馈电、三机馈电和回风顺槽馈电。当任意一个甲烷传感器监测值达到断电浓度时,分站将下发指令控制远控馈电开关动作,切断被控电源。4、其它传感器 (1)一氧化碳传感器的设置:运输顺槽皮带机头下风侧1015m处设1#自燃发火监测点;回风顺槽距回风口10-15m处设2#自燃发火监测点;运输顺槽移动救生仓外设3#自燃发火监测点;回风顺槽移动救生仓外设4#自燃发火监测点;报警浓度为0.0024%CO,传感器随工作面推进而变更。(2)在工作面运输顺槽皮带机头下风侧1015m处设置烟雾传感器,状态异常时系统报警。(3)在工作面回风流设置温度传感器,报警浓度为30(4)在被控开关负荷侧安设馈电状态传感器。当断电控制与馈电状态不符时,系统报警。(5)在采煤工作面进回风巷之间的风门处设置风门传感器,当两道风门同时打开时,系统报警。5、各类传感器、工作面检测报警仪均应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置,距顶板不得大于300mm,距巷壁不得小于200mm,并不影响行人和行车、支护良好无滴水位置。传感器设置地点应挂牌管理,使用单位必须保持传感器外观整洁。6、煤矿安全监控设备之间使用专用阻燃电缆连接,严禁与调度电话电缆或动力电缆共用。线路吊挂于最上端电缆钩内,绑扎结实牢固。7、甲烷传感器及甲烷超限断电装置每隔10天现场调校一次,风速、一氧化碳传感器、温度传感器每十五天调校一次。8、对需经常移动的安全监控设备,必须由采煤班组长负责按规定移动,严禁擅自停用。分站、传感器及电缆等安全监控设备,由采煤区队长、班组长负责管理使用,如有损坏应及时向监控中心汇报。9、安全监控设备具有故障闭锁功能,发生故障时必须及时处理,在故障期间必须加强人工监测安全措施。(三)加强老顶初次来压与周期来压时瓦斯监测及安全防护为防止老顶初次来压与周期来压时顶板大面积垮落导致采空区内有害气体大量积聚涌出,矿压部门应及时预报老顶初次来压时间与周期来压步距。初次放顶前必须组织有关部门人员对工作面及回风流中瓦斯断电装置等各种仪器、仪表及机电设备、电缆进行完好检查,预防瓦斯事故的发生。(四)稳定通风系统加强对通风系统的管理,风门必须闭锁,严禁两道风门同时打开,并加强日常维护管理。工作面两顺槽每旬至少进行一次测风,并记入测风记录牌板,风量要满足生产要求,否则应及时采取调风措施。附图九:15201综采工作面安全监控设备布置示意图。 三、 综合防尘系统 (一)防尘供水系统1、供水线路(1)回风顺槽:副斜井(DN100)井底车场(DN100)一采区胶带大巷(DN80)二采区胶带大巷(DN80)回风顺槽(DN65)。(2)运输顺槽:副斜井(DN100)井底车场(DN100)一采区胶带大巷(DN80)二采区胶带大巷(DN80)运输顺槽(DN65)。2、供水施救系统布置供水管回风顺槽每100m、运输顺槽每50m设一DN25的给水栓,供防尘洒水用。工作面巷道入口处、转载机和泵站前端安装水质过滤器,过滤器上安设压力表,过滤器要可反冲洗,过滤网不低于120目,每周冲洗一次。在距工作面50-100 m 处安装一组KGS-2供水施救装置。(二)煤层注水15201综采工作面采用工作面超前动压注水工艺,选用长孔煤层采前注水方式,即在回采工作面顺槽超前工作面推进度1个月,在回风顺槽垂直煤壁(钻孔角度原则上与煤层倾角保持一致,使钻孔始终保持在煤层内,以免穿透顶底板)打长钻孔注水的方式。1、单孔注水量钻孔注水量按下式计算:Q=BLM(W1W2)K式中:Q一个钻孔注水量,m3;B孔间距7 m;L钻孔长度130m;M煤层平均厚度3.75m; 容重,15号煤层1.4t/m3;W1注水后要求达到的水分取4%;W2煤层原有水分,0.84%;则:K考虑围岩吸收水分,水的漏失和注水不均匀系数,取1.5。Q=71303.751.4(4%-0.84%)1.5=226.45m3注水后设计煤体水分增加率不低于1.0%,则每孔所需注水量为不低于153.6m3。注水完成后,及时拆卸注水管道。2、钻孔长度;130 m3、钻孔直径:75mm。 4、钻孔倾角及高度:钻孔基本平行于煤层顶底板,始终保持在煤层中,钻孔距底板高度1.5m。 5、注水方式:风动压注水。 6、注水压力范围:6MPa 7、注水孔施工主要设备:ZDY-1200型钻机。工作面每月进行一次煤体水分测定。煤层注水施工前必须根据本设计另行编制煤层注水施工安全技术措施。(三)割煤时的防尘措施采煤工作面水压不得低于2MPa,采煤机必须安装内、外喷雾装置,采煤机内、外喷雾必须由泵站供水,泵站压力不低于5.5MPa,喷雾实现水电闭锁。无水或喷雾装置损坏时必须停机,截煤时必须喷雾降尘,喷雾流量应与机型相匹配。(四)移架时的降尘措施在工作面支架每架安装一组2个喷嘴的喷雾降尘装置,当采煤机割煤时,通过手动截止阀实现其下风流的35组架间喷雾装置能够喷雾洒水拦截粉尘。(五)煤流运输环节的降尘措施工作面运输机转载点设一组喷雾,横向固定在转载机挡煤板上,每组喷雾不少于3个喷嘴,喷嘴间距200300mm;装载机转载点设一组喷雾,每组喷雾不少于3个喷嘴,

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