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W2900刨煤机工作面采煤作业规程目 录第一章 概况1第一节 工作面位置及井上下关系1第二节 煤 层1第三节 煤层顶底板4第四节 地质构造4第五节 水文地质6第六节 影响回采的其它因素6第七节 储量及服务年限6第二章 采煤方法7第一节 巷道布置7第二节 采煤工艺8第三节 设备配置11第三章 顶板控制14第一节 支护设计14第二节 工作面顶板控制15第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制16第四节 矿压观测19第四章 生产系统20第一节 运 输20第二节 “一通三防”与安全监控22第三节 排 水35第五节 供 电37第六节 通信照明40第五章 劳动组织和主要技术经济指标42第一节 劳动组织42第二节 作业循环43第三节 主要技术经济指标44第六章 煤质管理45第七章 安全技术措施46第一节 一般规定46第二节 顶 板46第三节 防治水50第四节 爆 破50第五节 “ 一通三防”及安全监控50第六节 运 输52第七节 机 电53第八节 执行“三项制度”措施56第九节 其它安全措施60第八章灾害应急措施及避灾路线62事故案例65 67 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见表1表1 工作面位置及井上下关系表水平名称一水平(-385m水平)采区名称西二采区地面标高+60.5+78.3m井下标高-369-471m地面相对位置 W2900工作面地表位于晓南矿工业广场西部,地表为平坦的耕地。 采动影响范围内涉及一条村级公路、三条高压线路、两条通讯线路、两条管线。回采对地面设施的影响预计回采会引起地表下沉。井下位置及与四邻关系 W2900工作面位于晓南井田西二采区三期工程的中部;该工作面西部以F35-1断层为界与大兴井田相邻;北部为煤层最低可采边界;南部为W2901工作面以阶段煤柱为界;工作面上方为四、七层采空区。 走向长度/m210倾斜长度/m640面积/m299735二、工作面井上下对照图见附图1三、工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图见附图2第二节 煤 层工作面煤层情况见表2表2 煤 层 情 况 表煤层厚度/m0.752.0(平均1.5)煤层结构简 单煤层倾角/(o)312开采煤层9#煤硬度f=23煤 种长焰煤稳定程度稳定煤层情况描述 W2900工作面总体为一单斜构造,煤层结构简单,黑色,亮煤较多,玻璃光泽,贝壳状断口,夹矸一层,为泥岩,厚度0.10.2m;9#煤层牌号为长焰煤,煤质较好;9#煤层位于上含煤段,煤层厚度0.752.0m,平均为1.5m;原煤工业指标为:水份(Mad)7.68%,灰份(Ad)20%,挥发份(Vdaf)38.59%,发热量(Qgrd )5770cal/g;自然发火期为13个月。附图1:工作面井上下对照图附图2:工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图第三节 煤层顶底板一、工作面煤层顶底板情况见表3表3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚 度/平均厚度(m)特 征基本顶细砂岩、粉砂岩、泥岩15.1558.44/36.8细砂岩为灰白色,石英为主,次含长石,泥质胶结;粉砂岩为灰色,斜波状层理,夹煤线;泥岩为灰色,具有水平层理,下部含碳较高。直接顶粉砂岩、中砂岩3.1614.43/8.8粉砂岩为灰色,石英长石为主,泥质胶结;中砂岩为灰白色,石英为主,块状结构,局部发育。伪 顶泥岩00.4/0.2灰黑色,节理发育,遇水泥化。直接底泥岩、粉砂岩6.1113.3/9.71泥岩为灰黑色,有滑面,夹煤线;粉砂岩以石英长石为主,次含长石,泥质胶结。二、综合柱状图见附图3第四节 地质构造一、断层情况以及其对回采的影响本工作面有断层2条,对回采影响情况见表4表4 断 层 情 况 表断层名称实见位置走向倾向倾角性质落差对回采的影响FW2-5W2703、 W2403工作断层10m有影响F35-1W2701 工作断层30m无影响二、褶曲情况及其对回采的影响该工作面范围内没有对回采形成影响的褶曲存在。三、其它因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等) 根据实见情况及工作面内钻孔资料分析, 本工作面内无火成岩侵入体、陷落柱等情况存在,根据掘进实见,本工作面局部遇有岩浆岩及古河流冲刷,可能对回采产生影响。附图3:工作面地层综合柱状图第五节 水文地质一、含水层(顶部和底部)分析工作面在掘进过程中,顶板裂隙有出水现象,回采过程中顶板可能会出现滴淋水现象。二、其它水源的分析已对本工作面上方的四、七层采空区积水进行了探放,剩余积水量为3900m,探放水钻孔现出水量57m3/h,为补给水,该积水对工作面回采无影响。三、涌水量正常涌水量: 35m3/h;最大涌水量:7m3/h。 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5表5 影响回采的其它地质情况表瓦 斯高瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量19.2m3/min,相对瓦斯涌出量5.71m3/t二氧化碳1.6m3/min。煤尘爆炸指数煤尘有爆炸危险性,爆炸指数65%,产尘点需喷雾降尘。煤的自燃倾向性煤层有自然发火倾向,发火期为13个月,采后及时封闭采空区,防止向采空区漏风。地温危害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区工作面回采期间,两巷超前支护20m范围内受采动的影响,应力比较集中;受工作面上部W2701、W2702采空区和南部W2901采空区的影响,工作面运顺及两巷超前支护将会有明显的矿压显现。本工作面内无冲击地压区域。三、地质部门的建议(一)工作面回采过程中,将经过512、507号钻孔,施工单位需提前编制过钻孔安全技术措施。(二)工作面切眼距FW2-5断层较近,顶板较破碎,初采过程中要加强顶板管理。(三)由于W2901采空区形成时间较短,动压未稳定,因此,工作面运顺要做好矿压观测工作,发现问题及时加强支护。(四)工作面回采过程中可能遇到古河流冲刷,对回采会产生影响,需提前作好防范措施。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量:243552t可采储量:236245t(回采率为97%)二、工作面服务年限工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=236245/138168=1.7月第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况该工作面位于晓南井田西二采区三期工程的中部,采区内工作面沿煤层的倾向布置,采区内布置一条材料道通过西二运输石门与西二运输大巷相通,一条专用回风道通过西二回风石门与西二回风大巷相通,一条皮带石门直接与西二皮带大巷相通。二、工作面运顺(一)支护形式:顶板采用锚杆、金属网、钢筋梁、锚索联合支护。锚杆规格:22 mm2200mm全螺纹等强锚杆,锚杆间距为0.75m,排距为0.8m;锚索规格:21.6 mm5200mm,间距为2.25m,排距为2.4m;帮采用锚杆、金属网联合支护,推进方向右侧锚杆规格:22 mm2000mm。推进方向左侧锚杆规格:18mm1600mm,间距、排距均为0.8m。(二)巷道断面:矩形断面,宽度5.6m,高度2.8m,净断面积15.7m2。(三)巷道用途:主要用于工作面的进风、运煤、供料、供水、供压风和行人。三、工作面回顺(一)支护形式:顶板采用锚杆、复合塑钢网、钢筋梁、锚索联合支护。锚杆规格:22 mm2200mm全螺纹等强锚杆,锚杆间距为0.75m,排距为0.8m;锚索规格:21.6 mm5200mm,间距为2.25m,排距为2.4m;帮采用锚杆、金属网联合支护,锚杆规格:22 mm2000mm,间距、排距均为0.8m。(二)巷道断面:矩形断面,宽度5.6m,高度2.8m,净断面积15.7m2。(三)巷道用途:主要用于工作面的回风、供料、供水、供压风和行人。四、工作面开切眼(一)支护形式:顶板采用锚杆、金属网、钢筋梁、锚索联合支护。锚杆规格:22mm2200mm全螺纹等强锚杆,锚杆间距、排距均为0.8m;锚索规格:21.6mm5200mm,间距为2.0m,排距为2.4m;帮采用锚杆、金属网联合支护,锚杆规格:18mm1600mm,间距、排距均为0.8m;打两排工字钢点柱加强支护。(二)巷道断面:矩形断面,宽度6m,高度2.4m,净断面积14.4m2。五、联络巷西二九层专用回风道通过西二三期回风上山联络工作面回顺和西二回风石门,主要担负工作面的回风;工作面运顺通过W2900皮带中巷联络西二皮带下山。六、硐室及其它巷道钻场:位于回顺,间距30m,宽4.5m,高2.5m,深3m,采用锚杆、金属网、钢筋梁联合支护。七、工作面及巷道布置平面图见附图2第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤方法。工作面采煤工艺为:刨煤机落煤、装煤可弯曲刮板输送机运煤电液控制系统控制推移刮板输送机电液控制系统控制液压支架支护顶板。(一)落煤及进刀方式1.落煤方式采用“Z”型往返双向刨煤方式,工作面所有的液压支架前移动作一次为一个循环,循环进度400mm。上行最大刨深(进刀深度)为120mm,下行最大刨深为70mm;可根据现场煤层的高度、硬度、顶底板情况适当调整刨深,上行最大速度为1.92m/s,下行最大速度为0.96m/s。刨煤机沿工作面自动运行,由主控室内的微机(MCU)来控制,工作面两端的驱动装置通过无极链条来带动刨煤机。为了适应工作面底板的起伏不平,在输送机靠采空区侧设有调斜系统来实现对刨煤机的水平控制。2.进刀方式(1)通过合理调整前后端头和中间段的刨深使刨煤机达到端部斜切进刀。(2)刨煤机通过后,液压支架按MCU设定的推移步距推移刮板输送机,推移步距即为下一次的刨深。(3)刨煤机到达机头(尾)后,反向靠近刨煤机8组液压支架不进行推移。刨煤机反向运行,液压支架按MCU设定的推移步距推移刮板输送机,此8组液压支架推移步距为上行和下行刨深之和。(二)装煤、运煤方式刨煤机在运行落煤的同时进行装煤,回采出的煤由刮板输送机运出工作面,经转载机、运输顺槽和西二皮带石门内的胶带输送机运到西二皮带大巷。 (三)顶板控制方式本工作面采用全部垮落法的方式控制顶板,采用140组ZY5200/08/18D掩护式电液控制液压支架支撑顶板。二、刨煤机进刀方式示意图见附图4三、刨煤机工作面采煤作业流程图见附图5四、工作面循环生产能力工作面平均采高为1.5m,所有的液压支架前移动作一次为一个循环,循环进度为0.4m。 W = LShrc =2100.41.651.597% =202t式中: W-工作面正规循环生产能力,t; L-工作面长度,210m; S-工作面循环进尺,0.4m; r-煤的容重,1.65t/m3;h-工作面采高,1.5m;c-采出率,97% 。附图4:刨煤机进刀方式示意图 附图5:刨煤机工作面采煤作业流程图 第三节 设备配置一、工作面设备配置见表6表6 工作面设备配备表序号设备名称规格型号数 量备 注1刨煤机DBT-9-38Ve/5.71 台2工作面液压支架ZY5200/08/18D140组3前端头液压支架ZG6200/18/32D3组4后端头液压支架ZG6200/18/32D2组5刮板输送机DBT-GH-PF 3/8221 台6转载机SZZ-800/3151 台7破碎机PCM/160 1 台8乳化液泵站GRB-315/31.52 台9主控台 PE70001台10主控制器 PE20002台11辅助控制器 PE40213台12液压支架控制单元 PM447台13中央控制器 MCU1台14刨煤机开关 KE10044台15真空磁力起动器 QJZ-400F/11403 台16真空磁力起动器 QJZ-4315/1140D2 台17照明信号综合保护装置 ZBZ-4.0/11401 台18移动变电站KBSGZY-6/12502 台19移动变电站KBSGZY-6/10001 台二、工作面主要设备技术参数见表7、表8、表9、表10表7 破碎机技术参数破碎能力(t/h)2000最大输入块度(mm)800800破碎方式锤式主轴转速(r/min)370锤头数(个)8锤头冲击速度(m/s)20电 压(V)1140电机功率(KW)160表8 转载机技术参数运输能力(t/h)1200链条规格(mm )34126冷却方式水 冷刮板间距(mm)822链速(m/s)1.545电动机功率(KW)315/160表9 刨煤机主要技术参数刨体长度( mm )2712刨体高度(mm)8801645刨深(mm)60195冷却方式转子水冷运行速度(m/s)低速:0.96高速:1.92机械调整高度(mm)250300额定生产能力(t/h)900驱动装置机头驱动部电机功率(K)400/200冷却方式水冷电压(V)1140减速比1:21机尾驱动部与机头驱动部相同减速器配置具有过载保护作用的P-30UEL-R型正齿轮减速箱刨 链链环规格(mm )38137链速(m/s)0.96/1.92表10 输送机技术参数运输能力(t/h)900水平弯曲度()5垂直弯曲度() () () () () ()7中部槽分类型号中间标准型变线特殊型调节备用型规格(mm7551534549载货板厚度(mm)30封底板厚度(mm) 20机 头驱动部电动机(KW)400/200电压(V)1140卸货方式侧卸式冷却方式水冷减速器型号KP25/35(行星伞齿轮减速器)减速比1:33机尾驱动部与机头驱动部相同链条规格(mm)34126链速(m/s)1.32刮板间距(mm)756链中心距(mm)150三、工作面设备布置示意图见附图6附图6:工作面设备布置示意图 第三章 顶板控制第一节 支护设计一、液压支架支护强度验算(一)参考本工作面相邻W2901工作面的矿压观测资料,填制本工作面矿压参数表,见表11 表11 9#煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表序号项 目单 位煤层实测本面选取或预计1顶底板条件直接顶厚度m3.1 11.57基本顶厚度m1137 36.4125直接底厚度m0.1 0.950.532直接顶初次垮落步距m17173初次来压来压步距m23.425最大平均支护强度KN/m2360400最大平均顶底板移近量mm150150来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m12.515最大平均支护强度KN/m2400400最大平均顶底板移近量m120120来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度KN/m2350350最大平均顶底板移近量mm1001006直接顶悬顶情况m337底板容许比压MPa6.96.98直接顶类型类2b2b9基本顶级别级10巷道超前影响范围m2020(二)合理支护强度计算采用经验公式:P。= 9.81Khr = 9.8181.52.5 = 294.3 KN/m2式中: P。 顶板载荷,KN/m2;K 冒落高度影响系数,取8;h 采高,取1.5m;r 直接顶岩石容重,取2.5t/m3(三)选择工作面支护强度 294.3KN/m2400KN/m2,因此确定本工作面支护强度应大于400KN/m2。(四)支护设备选择:工作面选用140组ZY5200/08/18D型液压支架,前端头选用3组ZG6200/18/32D型液压支架,后端头选用2组ZG6200/18/32D型液压支架。根据工作面条件与液压支架适应条件对照表12可以看出,选用ZY5200/08/18D型液压支架,在满足顶板支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求。表12 工作面条件与液压支架适应条件对照表项 目工作面条件液压支架适应条件采 高(m)1.31.60.81.8倾 角(0)615底板比压(MPa)6.914.2支护强度(KN/m2)400763顶板种类级2b类级2b类通过对比、验算,证明选用ZY5200/08/18D型液压支架能满足要求。二、乳化液泵站(一)泵站选型、数量本工作面选用GRB315/31.5型乳化液泵2台,配套乳化液箱1台,乳化液泵站向工作面输液管路选用32mm高压胶管,回液选用51mm高压胶管。主要技术参数见表13。表13 乳化液泵主要技术参数乳化液泵型号GRB315/31.5公称流量 (L/min)315电机功率 (KW)200公称压力 (MPa)31.5(二)泵站位置乳化液泵站位于运顺移动变电列车上,距工作面6080m处,随移动变电列车一起移动。(三)泵站的使用规定1.开泵前,检查乳化液泵箱的液量不低于箱体2/3。2.开泵时,时刻注意泵的声音,发现异常,立即停泵处理。3.泵站卸载阀整定值为31.5MPa,严禁随意调整安全阀的整定值,泵站及液压系统完好,不漏液。4.乳化液浓度为3%5%,经常用折射仪检查配比浓度,每次加水和加乳化油后,都必须检查一次乳化液浓度。5.泵在正常运转过程中,如发现蓄能器、卸载阀、安全阀、压力表等保护装置失效,应立即停泵,进行处理,在未排除故障前,严禁再次开泵。6.泵站周围应清洁无杂物,工作中不准随意打开乳化液箱。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期工作面顶板支护方式本工作面采用自移式液压支架支护顶板,全部垮落法控制顶板。液压支架在电液控制系统PM4的控制下自动移架,以推进400mm为一个工作循环,工作面最大控顶距为4500mm,最小控顶距为4100mm,梁端距为580980mm。二、正常工作时期的特殊支护方式(一)如果顶板破碎,必须及时调整PM4控制参数或采用手动方式移架,保证液压支架在刨煤机通过后及时对顶板进行维护。(二)如果工作面片帮严重时,必须采取手动超前移架的方式支护顶板,即移架在刨煤之前进行,移架后必须保证刨煤机能顺利通过。三、特殊时期的顶板控制(一)工作面来压时的顶板管理1.工作面初次来压前,必须编制专门安全技术措施。2.工作面初次来压和周期来压期间,地质部门应做好来压的预测预报。3.工作面液压支架要达到初撑力,支护状态要良好,保证有效支护顶板。4.加强前后端头顶板控制,顶板破碎处及时补打单体液压支柱或背大柈棚支护。5.加快推进速度,减小控顶距,严禁空顶作业。(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理1.加强泵站、液压支架、刨煤机、转载机、刮板输送机、破碎机等机电设备检修,严禁带故障运行。2.工作面控制好采高,断层处的液压支架必须确保达到初撑力。3.相邻液压支架错差不大于顶梁侧护板的2/3,不挤、不咬、不倒,保持良好支护状态。4.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,要手动擦顶带压移架;当工作面局部地段片帮严重时,要手动超前移架,及时支护顶板,必要时要挑大柈或圆木。(三)应力集中区的顶板控制对前后端头20m范围内的两巷进行加强支护,采用双排的单体液压支柱和铰接梁构成的一梁两柱支护形式,单体液压支柱达到初撑力,顶板破碎处补打单体液压支柱或背大柈棚加强支护。(四)停采前的顶板管理距离停采线1020m时,要选择周期来压过后,顶板稳定时开始铺网、劈帮,此期间要加强顶板控制,制定专门安全技术措施。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制 (一)超前支护1.支护形式运、回顺20m超前支护均为双排的单体液压支柱和铰接梁构成的一梁两柱支护形式,柱距0.6m,排距2.4m。2.支护质量标准:(1)单体液压支柱要打直上线,并挂好标准防倒绳。(2)单体液压支柱必须支到巷道实底上,达到初撑力,底板松软时单体液压支柱必须穿铁鞋。(3)卸载、自降的单体液压支柱及时更换。(4)两巷超前支护高度不低于1.8m,行人出口宽度不小于0.7m,单体液压支柱活柱行程不得小于0.2m。(5)超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。 (二)运输巷、回风巷的加强支护 运顺在超前支护以外的每排钢带下方打1根工字钢中心顶子,出现煤壁片帮或顶板破碎时背棚加强支护。二、工作面安全出口的管理(一)支护形式工作面前端头采用3组ZG6200/18/32D型端头液压支架支护,后端头采用2组ZG6200/18/32D型液压支架支护,由人工操作。 如前后端头液压支架与煤壁之间的顶板破碎或煤壁片帮严重,靠煤壁打木顶子或背大柈棚加强支护。(二)质量要求端头液压支架移架完毕后,必须及时升起严实接顶,达到初撑力。工作面两端头安全出口宽度不小于0.7m,高度不小于1.8m。(三)与其它工序之间的衔接关系1.端头超前支护严禁提前回撤,必须在转载机推移后准备端头液压支架移架前进行。2.端头超前支护的前移、支设应在端头液压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1.运、回顺各使用3.5m单体液压支柱68根,运、回顺各使用1.2m铰接梁34根。2.存放的单体液压支柱码放整齐,损坏的支柱不得使用,及时更换升井。3.回顺要备有不同规格(20cm,长3.6m和4.0m)的圆木5m3,大柈5m3,小柈5m3,3.5m单体液压支柱20根,铰接梁10根,存放在距工作面80100m处;运顺备有单体液压支柱20根,铰接梁10根,存放在变电列车以外6080m处。以上所有物料码放整齐并挂好标志牌,无特殊情况不得使用,一旦使用必须及时补充。四、工作面、顺槽及端头支护示意图见附图7附图7:工作面、顺槽及端头支护示意图(平面、剖面图) 第四节 矿压观测一、矿压观测内容(一)工作面液压支架受力观测,其中包括最大工作阻力P及平均值,最大初撑力P及平均值。(二)两巷围岩表面位移观测,其中包括顶底板收缩量及收缩速度,顶板下沉量及下沉速度,底臌量及底臌速度,两帮收缩量及收缩速度。(三)初次来压步距和周期来压步距。二、矿压观测方法(一)本工作面采用压力传感器系统对工作面实行矿压实时动态观测。工作面液压支架控制单元PM4显示器及主控台MCU液晶显示屏均可以实时准确显示工作面各个液压支架的压力,发现问题现场及时采取措施进行处理。(二)工作面测站布置在30#、60#、90#、120#液压支架上,一架2表(圆图自记仪),监测液压支架立柱的阻力情况。由专人收集数据,进行整理。(三)两巷每50m布置一个测站,采用测枪、线绳、钢尺等工具,通过布置围岩表面位移观测站观测巷道围岩变化情况,并通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况,专人采集数据,进行整理。第四章 生产系统第一节 运 输一、运输设备及运输方式(一)运煤设备及装、转载方式工作面采用DBT-9-38Ve/GH5.7型刨煤机落煤并装煤,DBT-GH-PF 3/822型刮板输送机和SZZ-800/315型转载机运煤,运顺和W2900皮带中巷分别采用一部SDJ-150和一部SSJ-1602胶带输送机将煤运至西二皮带石门经西二一期皮带运输系统到缓冲仓,由主井提升至地面。(二)辅助运输设备及运输方式工作面所需的材料、设备等物资,采用1.5t矿车、叉车及平车通过电机车、调度绞车,实现物料及设备的运输。二、刮板输送机、转载机移动方式(一)刮板输送机的推移刮板输送机的推移和液压支架的动作是在液压支架控制系统的监控之下自动进行的,液压支架控制系统根据MCU预先设定的参数,自动完成刮板输送机的推移和液压支架的自动前移,前后端头液压支架的动作由人工手动操作。(二)转载机的推移刮板输送机机头与转载机为立体铰接式,由销轴固定为一个整体。人工手动操作端头液压支架推移刮板输送机机头,同时完成对转载机的自动推移。三、运煤路线工作面运顺W2900皮带中巷西二皮带下山西二皮带石门西二皮带大巷转载皮带道缓冲仓中央皮带道主井地面四、辅助运输路线(一)运顺辅助运输路线:地面副井井底车场西二运输大巷西二运输石门西二皮带石门西二皮带下山W2900皮带中巷运顺工作面(二)回顺辅助运输路线:地面副井井底车场西二运输大巷西二运输石门西二皮带石门西二皮带下山西二九层材料道西二九层回风道回顺工作面附图8:运输系统示意图第二节 “一通三防”与安全监控一、“一通三防”系统设计(一)通风系统1.回采期间主要通风机、通风设施情况及通风路线(1)回采期间东风井采用型号为GAF22.4-12.6-1,电机功率为1250KW的主要通风机供风。共计两台,一台使用、一台备用。(2)回采期间直接影响W2900工作面配风量的通风设施主要有3组:即西二九层车场一组调量风门, 西二三期上风眼一组调量风门、西二三期回风石门一组调量风门。施工风门质量要求为:每组风门2道,其间距不小于5m,要安装闭锁装置;门框要包边沿口,有衬垫,四周接触严密,门扇与门框不歪扭。(3)W2900工作面回采期间通风方法采取矿井机械全风压通风,通风方式为型,运顺入风,回顺回风,通风系统图见附图9。通风路线为:新鲜风流副井西二运输大巷西二运输石门西二皮带石门西二皮带下山W2900皮带中巷运顺工作面回顺西二九层回风道西二九层专用回风道联络道西二三期回风上山西二七层集中回风眼西二回风石门西二回风大巷东一南回风石门回风副巷东风井暗斜井东风井地面。2.工作面实际需要风量计算(1)按气象条件计算Qcf = 6080%vcfScfkchkcl = 6080%1.010.71.01.3 = 668m3/min式中:vcf - 采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度选取,取1m/s;Scf - 采煤工作面的平均有效断面积,取10.7m2;kch - 采煤工作面采高调整系数,取1.0;kcl - 采煤工作面长度调整系数,取1.3;80% - 有效通风断面系数;60 - 单位换算产生的系数。(2)按瓦斯涌出量计算根据掘进期间瓦斯涌出量推算,W2900回采期间实际相对瓦斯涌出量为5.71m3/t,则绝对瓦斯涌出量(按平均日产4848t计算)为:q绝 = 5.7148481440 = 19.2m3/minW2900工作面绝对瓦斯涌出量为19.2 m3/min,其中预计抽采瓦斯量为13.9m3/min,风排瓦斯量为5.3m3/min。Qcf = 125qcgkcg = 1255.31.5= 994m3/min式中:qcg - 风排瓦斯量,5.3m3/min;kcg - 采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,取1.5;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)按照CO2涌出量计算Qcf = 67qcckcc = 671.61.5 = 161m3/min式中:qcc - 采煤工作面回风巷风流中平均绝对CO2涌出量,1.6m3/min;kcc - 采煤工作面CO2涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对CO2涌出量与月平均日绝对CO2涌出量的比值;67 - 按采煤工作面回风流中CO2的浓度不应超过1.5的换算系数。(4)按照炸药量计算(采用综合机械化采煤,不需考虑此项)二、三级煤矿许用炸药 Qcf10Acf式中:Acf 采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg;10 每千克二、三级煤矿许用炸药需风量,m3/min。(5)风量验算a.按工作人员数量验算Qcf 4Ncf 429 116m3/min式中:Ncf 采煤工作面同时工作的最多人数,29人 ;4 每人需风量,m3/min。b.按风速进行验算验算最小风量Scb = lcbhcf80% = 4.51.580% = 5.4m2Qcf 600.25Scb 600.255.4 81m3/min式中:Scb 采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;lcb 采煤工作面最大控顶距,4.5m;hcf 采煤工作面实际采高,1.5m;0.25 采煤工作面允许的最小风速,m/s;80% 有效通风断面系数。 验算最大风量Scs = lcshcf80% = 4.11.580% = 4.92m2Qcf 604.0Scs 604.04.92 1181 m3/min式中:Scs 采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;lcs 采煤工作面最小控顶距,4.1m;hcf 采煤工作面实际采高,1.5m;4.0 采煤工作面允许的最大风速,m/s。 (6)确定工作面实际需要风量工作面实际需要风量为994m3/min,实际风量按保安区当月配风计划执行。二、瓦斯管理(一)瓦斯检查1.瓦检员的配备:W2900回采工作面配备1名专职瓦检员,负责检查路线上瓦斯浓度、一氧化碳浓度、温度、“一通三防”设施完好情况。2.瓦检员必须携带光学甲烷检定器和便携式甲烷检测报警仪、火棍、一氧检定器、温度计、胶管(长度不小于1m)等,并保证仪器完好。3.检查路线及检查点布置:(1)检查路线:西二运输石门西二皮带下山西二九层材料道西二九层回风道W2900回顺W2900工作面W2900运顺W2900皮带中巷西二九层材料道(2)检查点布置:西二皮带下山机电设备设置地点;西二九层材料道机电设备地点;西二九层材料道风门;西二九层回风道密闭;回顺机电设备设置地点;回顺高顶;回顺绞车硐室;回顺钻场;回顺钻孔;上隅角;上隅角至工作面30m架间至回顺20m范围内的煤壁以及高顶、风流;工作面风流;架间;顶板;煤壁;地质构造带附近;下隅角;下隅角至工作面30m架间;运顺机电设备设置地点;运顺绞车硐室;W2900皮带中巷密闭;W2900皮带中巷绞车硐室。4.瓦斯检查规定:(1)瓦斯检查员检查实行“三定”(定时间、定路线、定地点),按巡回图表进行检查,严禁出现假检和漏检情况。(2)每次检查瓦斯后,必须认真填写瓦斯检查牌板及瓦斯检查员手册(不得涂改),瓦斯浓度最大值的填写要说明地点、范围、持续时间、原因、处理情况及处理方法。(3)瓦检员对瓦斯变化异常的地点要随时检查、及时汇报。(4)上、下隅角,下隅角至工作面30m架间,工作面风流,上隅角至工作面30m架间至回顺20m范围内风流,回风流,每班至少检查3次、汇报3次,其它地点每班至少检查1次。(5)检查密闭时,从外往里由低向高逐渐检查。(6)瓦检员要在接班后、班中、交班前向保安区调度汇报。(二)瓦斯抽采系统1.永久抽采系统:回顺钻场钻孔经回顺(273mm管路)西二九层回风道(273mm管路)西二皮带石门(273mm管路)西二皮带大巷(273mm管路)南翼集中回风道上部(273mm管路)主井南翼总回风巷(273m管路)抽放立孔(299mm管路)地面瓦斯泵站,管路最长距离3305m。2. 瓦斯抽放系统图见附图10(三)瓦斯抽采方法1.回顺钻孔抽采法:利用SGZA钻机在回顺钻场施工穿层钻孔,每个钻场内布置46个钻孔,抽取本煤层及邻近层卸压瓦斯。2.明管抽采法:该法主要是在上隅角接设159mm胶管,抽采上隅角瓦斯。3.回顺接设两趟瓦斯抽放管路,实现高低浓度瓦斯分别进行抽放。回采期间根据实际情况,对各种抽采方法进行综合比较,选择合理的抽采方法,及时进行调整,保证抽采效果处于最佳状态。(四)瓦斯抽采能力抽采系统附属装置:地面瓦斯泵站设置防回火、防回气、防爆炸装置,设置检测瓦斯抽采流量、浓度、压力等参数的仪表及自动监控系统;各钻孔单独设控制阀门及观测孔;管路分支处均要设置控制阀门,抽采地点要设置抽采钻场管理牌板和“U”型压差计,各钻场及管路的低洼处设置自动或人工放水器,回顺口设除货装置和总控制阀门,联孔使用89mm防静电塑料软管。地面瓦斯泵站抽采设备技术性能情况见表14表14 地面瓦斯抽采泵站参数表瓦 斯 泵 型 号2BEC-52(两台)功 率 (KW)315额定抽气量 (m3/min)250实际最大抽气量 (m3/min)100地面瓦斯抽采泵站抽采混量预计平均为39.71m3min,瓦斯浓度预计平均为35%,则地面泵站抽采瓦斯纯量预计平均为13.9m3min。(五)瓦斯监控系统1.晓南矿安全监控系统为KJ2000N,回采期间W2900工作面配备KJ2007G1分站2台、KDJ-1断电器2台,KDG6A馈电传感器2台,GJC4甲烷传感器5台, KG04一氧化碳传感器1台,KG05温度传感器1台,KGT9开停传感器2台。地面监测中心站配备KJ2000N监控系统(见W2900安全监控设备布置图)。W2900工作面的甲烷传感器选用浓度为0%、1.0%、2.0%、3.0%的标准气样进行标校。2.监控设备安装及使用情况见表15、表16、表17、表18表15 W2900回采期间监控设备安装及使用情况表名 称设备型号数量功能或控制范围分 站KJ2007G12为回顺甲烷传感器、一氧化碳传感器、温度传感器、风 速传感器供电并进行信号传输、实现故障闭锁断电功能。馈 电KDG6A2对移动电站电源信号回馈监测。断电器KDJ-11对胶带输送机、回顺及移动变电站内所有非本质安全型电气设备断电控制。开停传感器KGT92监视采煤工作面电站开/停。 表16 W2900回采期间各种传感器安设数量表地 点甲烷传感器甲烷传感器序号一氧化碳传感器温度传感器备注回 顺31、2、311施工钻场24、5合计(台)611表17 W2900回采期间甲烷传感器使用要求安设位置控制范围报警浓度断电浓度复电浓度工作面工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备CH41.00%CH41.30%CH41.00%上隅角工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备CH41.00%CH41.30%CH41.00%回顺口工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备CH40.80%CH40.80%CH40.80%施工钻场CH40.80%表18 W2900回采期间传感器安设位置表传感器类型安设位置安 设 要 求甲 烷传感器工作面上隅角回风侧,距离工作面小于等于10m处;垂直悬挂,距离顶板(顶梁)不得大于300mm,距离巷道侧壁不小于200mm,并随时调到瓦斯浓度高的位置。上隅角距封堵面、煤壁各800mm,距顶板不大于300mm处。回 顺距离回顺口1015m处;垂直悬挂,距离顶板(顶梁)不得大于300mm,距离巷道侧壁不小于200mm,并随时调到瓦斯浓度高的位置。施工钻场在钻场内钻机上方;垂直悬挂,距离顶板(顶梁)不得大于300mm,距离巷道侧壁不小于200mm。并随时调到瓦斯浓度高的位置。一氧化碳传感器回顺距离回顺口1015m处;垂直悬挂,距离顶板(顶梁)不得大于300mm,距离巷道侧壁不小于200mm。 温 度传感器回顺距离回顺口1015m处;垂直悬挂,距离顶板(顶梁)不得大于300mm,距离巷道侧壁不小于200mm。3.闭锁控制阐述(1)分站分别接入1台断电器、1台馈电监视器,分站接入的其中1台断电器接入移动变电站信号照明开关的控制回路;分站接入的另一台断电器控制回顺开关电源的控制回路,断电器的J1继电器接入运顺移动变电站、信号照明综合保护装置控制回路内,当瓦斯超限时分站发出断电指令,断电控制器切断信号照明综合保护装置的控制回路,信号照明综合保护装置的联锁点断开切断刨煤机、输送机的电源;J2点控制KDJ-1断电器的J2继电器,接入回顺低压二次开关QBZ-200的2、9线。当瓦斯超限时KJ2007G1输出断电指令,KDJ-1断电器执行断电指令,实现瓦斯超限断电功能。(2)KJ2007G1分站、KDG6A馈电监视器及KDJ-1断电器作用分站是独立的控制系统不受地面中心站控制,当工作面瓦斯超限或传感器不通讯时自动实现断电功能。KJ2007G1分站可实现与地面中心站的监测监控,当瓦斯超限时,中心站将断电指令传送给KJ2007G1分站,KJ2007G1分站再将断电指令传送给KDJ-1断电器执行断电功能,实现瓦斯断电、故障闭锁功能。4.安全监测监控系统(设备)布置图见附图11三、防尘供水系统:(一)主管路管径选择1.总用水量计算:本工作面各用水点的用

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