旗山煤矿14101规程.doc

目目 录录 第一章第一章 地质与矿压观测资料地质与矿压观测资料 1 1 1 1 地质说明书 1 1 2 矿压观测资料及支护设计 3 1 2 1 矿压观测资料 3 1 2 2 巷道布置 7 第二章第二章 采煤方法和回采工艺采煤方法和回采工艺 8 8 2 1 采煤方法 8 2 1 1 采煤方法的选择 8 2 1 2 采高的确定 8 2 2 回采工艺 8 2 2 1 落煤 8 2 2 2 放煤 9 2 2 3 装煤 9 2 2 4 运煤 9 2 2 5 工作面支护 10 2 2 6 顶板管理 13 第三章第三章 循环作业 劳动组织及主要技术经济指标循环作业 劳动组织及主要技术经济指标 1414 3 1 循环作业 14 3 1 1 循环方式 14 3 1 2 作业形式 14 3 2 劳动组织 14 3 2 1 劳动组织形式 14 3 2 2 劳动组织和出勤 14 3 3 主要技术经济指标 15 第四章第四章 主要生产系统主要生产系统 1616 4 1 材料运输系统 16 4 1 1 工作面材料运输路线 16 4 1 2 老料回收路线 16 4 2 运煤系统 16 4 3 排水系统 16 4 4 供电系统 16 4 4 1 概述 16 4 4 2 动力变压器的选择 17 4 4 3 电缆的选择 18 4 4 4 电压损失校验 19 4 4 5 系统短路电流计算和保护装置的整定 21 4 4 6 机电安全管理 24 4 5 通风防尘 25 4 5 1 工作面配风量计算 26 4 5 2 通风路线 27 4 5 3 粉尘防治 27 4 5 4 瓦斯防治 28 4 6 冲击地压 33 4 6 1 总则 33 4 6 2 监测方法 33 4 6 3 重点监测区域 35 4 6 4 冲击地压防范措施 35 4 6 5 解危措施 35 4 7 压风自救 39 4 7 1 概述 39 4 7 2 压风自救系统安装的相关要求 39 4 7 3 压风自救系统管理 39 第五章第五章 主要安全技术措施主要安全技术措施 4141 5 1 一般规定 41 5 2 顶板管理 41 5 2 1 14101 工作面责任区域内巷道巡查 找掉 维护 41 5 2 2 工作面试生产 42 5 2 3 工作面预防冒顶和片帮及处理措施 42 5 2 4 超前支护及两道回料 42 5 2 5 过地质构造带 43 5 3 生产管理 43 5 3 1 工作面生产过程中的安全技术关键 43 5 3 2 针对以上安全技术关键措施 44 5 4 运输管理 62 第六章第六章 煤质管理煤质管理 6363 6 1 煤质要求 63 6 2 煤质管理措施 63 6 3 保证煤炭回收率的措施 63 第七章第七章 避灾路线及应急预案避灾路线及应急预案 6464 7 1 工作面水灾避灾路线 64 7 2 火灾事故和瓦斯 煤尘爆炸避灾路线 64 7 3 冲击地压事故避灾路线 64 7 4 发生重大事故时的应急预案 64 7 4 1 顶板 64 7 4 2 水灾事故 65 7 4 3 火灾事故 65 7 4 4 瓦斯 煤尘爆炸事故 65 7 4 5 冲击地压 65 附图附图 6969 第一章第一章 地地质质与与矿压观测资矿压观测资料料 1 1 地地质说质说明明书书 表 1 1 地质说明书 单位 m 工作面名称14101 工作面所属水平 850m采区名称 850m 东一采区 煤层名称 下石盒子组 1 3 煤 地面标高 31 9m 工作面标高 788m 865m 地面位置 徐州市贾汪区大吴镇大蔡庄东北侧 X 3803390 3803844 Y 20537930 20538678 井下位置 及四邻采 掘 情 况 该面南为 13311 采空区 西为 13206 及 13208 面采空区 北为 14101 老 运道老硐 煤柱为 5m 老硐保险峒位置煤柱厚度仅为 2m 回采对地面 设施的影 响 回采期间对大蔡庄 二零六国道将造成塌陷影响 运输道 414m 材料道 409m 概 况 走 向 长 411 5m 倾 向 长 115m 平面积 m2 44550 走 向N105 135 3 6 6 4m 倾 向 N15 45 E 煤层总厚 5 5m 可采指数1 10 19 煤 层 倾 角 15 煤层结构简单稳定程度稳 定 MadAdVdafSt dQb ad MJ Kg 煤岩类型 牌号 2 124 537 80 424 44半光亮气煤 煤 质 说明各项煤质指标采用 2002 年矿井地质报告 类 别 岩石名称厚 度 m 岩 层 特 征 老顶 细粒砂岩 及泥岩 22 7 砂岩 灰白色细粒砂岩 成分以石英长石为主分选 好泥质胶结 沿层理含黑色矿物 顶 板 直接 顶 泥岩10 9 灰色泥岩 泥质结构 致密状 断口平坦 节理发 育 煤 层 顶 底 板 底 板 直接 底 泥 岩1 1灰黑色泥岩 含植物根系化石 老底泥岩1 8深灰色泥岩 含植物化石 构造形态该面处于不牢河向斜西翼 总体形态为单斜构造 名 称 性质 倾向 倾角 落差 m 控制情况影响程度 1正NE57451 7 1 9 14101 风道揭露收作线外 2正NW60503 0 14101 风道揭露收作线外 3正SE60701 8 14101 风道揭露收作线外 4正 N W 60801 5 14101 风道揭露收作线外 5正NW86502 5 14101 风道揭露收作线外 6正NW83703 0 14101 风道揭露收作线外 7正N45E352 5 14101 风道揭露 有影响 8正N25400 414101 切眼揭露影响小 9正SE63400 414101 运道揭露影响小 10正SW84702 414101 运道揭露有影响 11正N8055 904 514101 运道揭露有影响 12正NW6140 851414101 老运道揭露 收作线外 13正NW6650 904 5 与风道 3m 断层为同一条收作线外 14正SE66501 014101 运道揭露 收作线外 地 质 构 造 断 层 15正SE66452 514101 运道揭露 收作线外 充水 因素 该面回采时充水因素主要为老顶砂岩裂隙水演化成的老塘水及防尘水 措施 运输道整体外高内低 需建立与预计最大涌水量相匹配的排水系统 水文 地质 最 大 涌 水 量 m3 h 30正常涌水量 m3 h 12 地 温 矿井平均地温梯度 1 97 C 100m 本面采深达 865m 预计地温将偏高 地 压该工作面上为 13311 面采空区 煤层埋深最大为 865m 压力较大 瓦 斯 矿井为低瓦斯矿井 瓦斯相对涌出量 3 64 4 44m3 d t 煤 尘煤尘爆炸指数 39 87 具有爆炸危险 2005 年重庆煤研所鉴定 煤的自燃 自然发火倾向性等级为 级 不易自燃 2005 年重庆煤研所鉴定 影响 回采 的其 它地 质因 素硬度 f 煤层 夹 矸 直接顶 直接底 块段 编号 平面积 m2 倾角 斜面 积 m2 平均 厚度 m 容 重 t m3 工业储 量 万 t 回收率 可采储量 万 t 储 量 预 算14455015461215 51 435 59333 0 1 2 矿压观测资矿压观测资料及支料及支护设计护设计 1 2 1 矿压观测资矿压观测资料料 一 根据我矿下石盒子组 1 3 层煤矿压资料 预计本工作面的矿压资料如下 1 直接顶 初次跨落步距 8 15m 2 老顶 1 初次来压步距 26 35m 2 周期来压步距 7 12m 3 支架平均工作阻力 3000 kN 3 煤壁前方支承压力 1 影响范围 52m 2 高峰区 5 22m 4 顶板分类 1 直接顶 类 2 老顶 I 级 二 支护控制设计 根据矿压理论 工作面顶板的压力强度可按 4 8 倍采高的上覆岩层的重量近似计算 取 8 倍采高的上覆岩层的重量计算顶板压力强度 P 8 H 8 2 7 103 6 4 0 14MPa 式中 H 工作面采高 按最大煤厚 6 4m 计算 工作面顶板岩层容重 2 7 103Kg m3 ZF3000 15 26A 型放顶煤液压支架的额定工作阻力为 2853KN 支护强度 P0 为 0 5 0 52MPa 易知 0 5MPa 0 14MPa 支架支护理论强度可以满足支护要求 三 冲击倾向性 表 1 2 850m 东一采区 1 3 煤冲击倾向鉴定结果 煤层采区 单轴抗压强度 Mpa 弹性能指 数 弹性能量 指数 动态破坏 时间 S 结 果 1 3 850m 东一 采区 32 1411 827 9150 5 强冲击倾 向 四 14101 采煤工作面综合指数法冲击危险程度划分结果 考虑地质因素 开采技术因素影响 运用综合指数法对 14101 工作面进行冲击地压危 问题 及 建议 1 3 煤具冲击倾向 本面采深达 862 回采期间制定措施预防冲击地压 2 回采前 运 输道应建立与预计涌水量相当的排水系统 3 运输道 1 3 煤夹矸不稳定 局部厚达 1 3m 回采期间需根据实际情况定下切位置 4 保持运输道排水系统及备用泵完好 及时排水 附图14101 工作面巷道平面布置图 巷道剖面图 井上下对照图及综合柱状图 险状态整体定性 1 以砂岩为标准的顶板岩层厚度特征参数 以定义砂岩的强度系数和弱面系数为 1 0 则煤系地层各岩层的强度比和弱面递减系 数见表 1 3 表 1 3 煤系地层岩层的强度比和弱面系数比 岩层砂岩泥岩页岩煤采空区冒矸 强度比1 00 820 580 340 2 弱面递减系数比1 00 620 290 310 04 根据 14101 工作面的煤岩层综合柱状图 得出顶板上方 100m 范围内岩层分层情况得 出顶板厚度特征参数值 Lst 见表 1 4 表 1 4 顶板厚度特征参数值 Lst 计算 序号岩性弱面递减系数 ri各分层厚度 hi m各分层特征参数 hiri 1泥岩0 620 650 4 21 煤0 311 80 55 3泥岩0 6210 986 8 4细粒砂岩1 07 397 39 5泥岩0 6215 349 51 6砂质泥岩0 626 764 18 7细粒砂岩12 32 3 8砂质泥岩0 628 725 4 9泥岩0 624 582 84 10细粒砂岩14 744 74 11砂质泥岩0 628 605 33 12细粒砂岩118 0718 07 13砂质泥岩0 6212 355 33 14砂质泥岩0 6210 36 39 顶板岩层厚度特征参数 Lst hiri102 2879 23 顶板厚度特征参数值为 Lst hiri 79 23 50 14101 工作面顶板岩层对冲击地压的 发生有促进作用 2 地质条件影响冲击地压危险状态的因素及指数见表 1 5 序 号 因 素 危险状态 的影响因 影响因素 的定义 冲击地 压危险 冲击地 压危险1410 工作面影响 因素 危险 状态 表 1 5 地质条件影响冲击地压危险状态的因素及指数 2 2 3 2 2 2 4 3 2 3 3 2 2 4 0 68 素指数指数最 大值 指数 该煤层未发生 过冲击地压 2 该煤层发生过 冲击地压 0 1W1 发生冲击 地压采用同种作业 方式在该煤层 多次发生过冲 击地压 3 3 该煤层未发 生过冲击地压 2 500m0 500 700m12W2开采深度 700m2 2 开采深度为 787 867m 70 0m 2 100m0 100 50 m1 3W3 顶板中坚 硬 Rc 60Mpa 厚层岩层 距煤层的 距离 50m3 3 顶板中坚硬厚岩 层距煤层的距离 5 0 2 Rc 16MPa0 6W6 煤的抗压 强度Rc 16MPa2 2 煤层普氏硬度为 2 3 抗压强度 16MPa 2 WET 20 2 WET 52 7W7 煤的冲击 能量指数 WETWET 54 4 为安全起见 冲 击能量指数 WET 取 1 2 号 煤样的大值 6 93 4 各项指数 Wimax19 Wi13Wt10 68 1 1 1 1 1 max n i n i Wi Wt i 式中 Wt1 地质因素确定的冲击地压危险指数 Wi 第 i 个地质因素的评估指数 Wimax 第 i 个地质因素的指数最大值 n1 地质因素的数目 3 开采技术因素影响冲击地压危险状态的因素及指数见表 1 6 表 1 6 开采技术因素影响冲击地压危险状态的因素及指数 序 号 因 素 危险状态的影响 因素 影响因素的定义 冲击地压 危险指数 14101 工作 面影响因素 危险状 态 指 数 60m0 60 30m2 1W1 工作面距残留区 或停采线的垂直 距离 30m3 14101 工作 面距 13311 采空区残留 煤柱的垂直 距离 60m 0 2W2未卸压的厚煤层 留顶煤或底煤厚度大于 1 0m 3无 3m0 3 4 m13W3 未卸压一次采全 高的煤厚 4m3 已经卸压 300m0 300 150m24W4 两侧采空 工作 面斜长 150m4 两侧未采空 工作面斜 长 122m 无煤柱或煤柱宽小于 3m0 煤柱宽 3 10 m25W5 沿采空区掘进巷 道 煤柱宽 10 15 m4 掘进面2 接近采空区的距 离小于 50m回采面3 与 13311 工 作面采空区 距离小于 50m 3 掘进面1 6W6 接近煤柱的距离 小于 50m回采面3 回采3 老巷已充填1掘进头接近老巷 的距离小于 30m老巷未充填2 老巷已充填1 采面接近老巷的 距离小于 50m老巷未充填2 7W7 面接近分叉的距 离小于 50m 掘进面或回采面3 老巷未充填2 8W8 面接近落差大于 接近上盘1接近上盘1 3m 断层的距离 小于 50m 接近下盘2 9W9 面接近煤层倾角 剧烈变化的皱曲 距离小于 50m 15 2 10W10 面接近煤层侵蚀 或合层部分 掘进面或回采面2有合层部分2 弱 2 中等 411W11 开采过上或下解 放层 卸压程度 强 8 上覆 13311 工作面已经 回采完 4 充填法2 12W12采空区处理方式 垮落法0 垮落法0 各项指 数 Wimax16 Wi7Wt10 43 0 3 3 2 1 2 4 3 3 3 3 2 2 2 2 7 16 0 43 式中 Wt2 开采技术因素确定的冲击地压危险指数 Wi 第 i 个开采技术因素的评估指数 Wimax 第 i 个开采技术因素的指数最大值 n2 开采技术因素的数目 4 整体定性 14101 工作面冲击地压危险状态等级评定综合指数 Wt Wt max Wt1 Wt2 0 68 0 75 Wt 0 5 属于中等冲击危险工作面 1 2 2 巷道布置巷道布置 14101 工作面倾向布置 进 回风道及切眼皆跟顶板掘进 巷道采用锚梁网索联合支护 巷道断面形状为矩形 运输道断面为 4 8 2 2m2 材料道断面为 3 0 2 4m2 切眼断面为 5 8 2 4m2 2 1 2 1 2 max n i n i Wi Wt i 第二章第二章 采煤方法和回采工采煤方法和回采工艺艺 2 1 采煤方法采煤方法 2 1 1 采煤方法的采煤方法的选择选择 该面开采下石盒子组 1 3 层煤 根据煤层赋存条件 经采前预评估确定该面采用走向 长壁综合机械化放顶煤回采工艺 全部垮落法管理顶板 工作面走向长度为 411m 倾向长 115m 2 1 2 采高的确定采高的确定 根据本工作面地质条件 以及所用支架的技术性能 确定工作面的采高为 2 2m 工作 面煤层平均厚度为 5 5m 故放煤高度平均为 3 3 m 采放比为 1 1 5 回采过程中 当遇地质构造或局部煤层厚度变化时 可适当调整采高 但必须满足正 常的生产要求 2 2 回采工回采工艺艺 2 2 1 落煤落煤 1 工作面采用 MG 180 435W 型可调高双滚筒采煤机沿工作面双向割煤 前滚筒割顶 煤 后滚筒割底煤 2 采煤机的进刀方式 工作面采用煤机自开缺口 割三角煤端部斜切进刀方式 见图 2 1 所示 其过程如下 1 当采煤机割至工作面端头时 其后的输送机槽已移近煤壁 采煤机机身处尚有一段 下部煤 见图 2 1 a 2 调换滚筒位置 前滚筒降下 后滚筒升起 并沿输送机弯曲段返回割入煤壁 直至 输送机直线段为止 然后将输送机移直 见图 2 1 b 3 再调换两个滚筒上下位置 重新返回割煤至输送机头处 见图 2 1 c 4 将三角煤割掉 煤壁割直后 再次调换上下滚筒返程正常割煤 见图 2 1 d 图 2 1 工作面端部割三角煤切刀进刀示意图 a b c d AA AA AA AA 1 2 2 1 1 2 1 2 A A A A A A A A a 起始 b 斜切并移直输送机 c 割三角煤 d 开始正常割煤 1 双滚筒采煤机 2 刮板输送机 3 采煤机的主要技术特征 表 2 1 MG 180 435W 型采煤机主要技术参数 2 2 2 放煤放煤 工作面顶煤在自重和矿山压力的作用下 自行破碎 垮落 在支架后部的放煤口进入 工作面后部输送机 为提高煤炭的回收率 工作面放煤沿倾斜方向采用单轮顺序放煤 沿 走向方向采用一采一放的方式放煤 为加快工作面的推进速度 提高工作效率 放煤与割 煤采取平行追机作业 工序为 割煤 移架 放煤 放煤滞后于移架 10 15m 放煤后及时 拉移后部刮板输送机 放煤工应密切注意顶煤的冒落情况 既要尽可能提高煤炭回收率 又要减少矸石进入煤流 2 2 3 装煤装煤 煤机割下的煤一部分直接落入工作面前部输送机 另一部分通过煤机螺旋滚筒与前部 输送机的铲煤板联合将煤炭装入工作面前部输送机 顶煤直接由放煤口放入工作面后部输 送机 2 2 4 运煤运煤 1 工作面运输设备 工作面采用前后两部 SGZ 630 132 2 中双链刮板输送机运煤 两部输送机长度均为 118m 其主要技术参数见表 2 2 表 2 2 SGZ 630 264 型中双链刮板输送机主要技术参数 出厂长度 m 180电压 V 1140 输送量 t h 450刮板链型式中双链 刮板链速度 m s 0 99圆环链规格2 26 92 C 扁平链 名称技术参数名称技术参数 适应采高 m 1 4 3 2电机型号YBC 180 YBQYS3 75 滚筒直径 mm 1600截割功率 kw 2 180 牵引方式 齿轮销排式液压 牵引 防尘方式内 外喷雾 卧底量 mm 320重量 t 32 牵引速度 m min 0 6 0牵引功率 kw 75 截深 m 0 63机面高度 mm 1180 冷却方式 截割电机 牵引 电机 泵箱 摇 臂分别水冷 摇臂回转 mm 1681 供电电压 v 1140摇臂总摆角 64 电动机型号KBY550 132A链间距 mm 90 功率 kW 2 132适应倾角 20 转速 r min 1475 中部槽尺寸 mm 1500 590 外宽 252 水平弯曲度 1中部槽型式哑铃连接 垂直弯曲度 3减速器 JS 132 型 圆锥圆柱行星 减速器 紧链形式闸盘紧链传动比30 093 1 2 运输道运输设备 运输道铺设一部长度为 36m 的 SZZ 730 90 型中双链刮板转载机和两部 SDJ 150 型胶 带输送机 长度分别为 610m 和 80m 1 SZZ730 90 中双链刮板转载机一部 见表 2 3 表 2 3 SZZ730 90 中双链刮板转载机主要技术参数 长度 m 36输送量 t h 900 刮板链速 m s 1 4电动机型号YBS 90 电压 V 1140功率 kW 90 型式中双链圆环链规格 26 92 C 最小破断负荷 kN 850链条中心距 mm 120 刮板间距 mm 736中部槽型式整体焊接箱式 封底结构爬坡角度 10与胶带机有效搭接 m 长度 12 移动方式配拉移装置 2 SDJ 150 胶带输送机两部 见表 2 4 表 2 4 运道胶带机选型主要技术参数 序 号 地点 运输 长度 m 倾角 运输能 力要求 t h 选择设 备型号 带宽 mm 带速 m s 功率 kW 114101 运输反坡80 10460SDJ 15010002 5150 214101 运道6103460SDJ 15010002 5150 2 2 5 工作面支工作面支护护 1 基本支护 工作面选用 ZF3000 15 26B 型掩护式液压支架进行支护 支架的主要技术特征见表 2 5 两端头安装配套的 ZF3000 15 26B 型过渡支架 机头 2 架 机尾 2 架 安装完毕时 全 面共安装支架 80 架 随着回采进行 工作面变长 需要在机尾再安装 1 架 待安装的 1 个 支架临时放在材料道中的保险硐内 表 2 5 ZF3000 15 26B 型放顶煤液压支架的主要技术参数 支架高度 m 1 5 2 6支架宽度 m 1 39 1 56 支架中心距 m 1 5支护强度 MPa 0 50 0 52 初撑力 kN 2734 2819对底板比压 MPa 1 35 1 49 底座前端 工作阻力 kN 2853 2989操作方式本架 先移架后推销 泵压 MPa 28拉架力 kN 403 移架步距 mm 600适应煤层倾角 18 重量 kg 12170放煤口尺寸 mm 700 1500 2 支护方式 工作面采用及时支护方式 一般滞后采煤机后滚筒 4 6 架移架 再推移刮板输送机 必要时可在煤机身上移架 回采过程为 割煤 移架 推刮板输送机 1 当顶煤较完整时 采煤机割煤后 立即伸出前伸缩梁支护顶板 先移架再推前部输 送机 回采工艺为 割煤 移架 推前部输送机 放煤 拉后部输送机 2 当顶板较破碎或煤壁片帮时 不必等到采煤机割煤 支架利用煤壁的空隙前移 使 片帮处的顶煤得到提前支护 此时的回采工艺为 移架 割煤 推前部输送机 放煤 拉 后部输送机 3 移架方式及操作顺序 工作面支架前移采用顺序移架方式 即支架沿煤机的割煤方向依次前移 移动步距等 于煤机截深 支架移架操作为本架操作 其操作顺序为 降柱 收前伸缩梁 移架 升柱 伸前伸 缩梁 4 在生产过程中 要保持支架底座与底板接触严实 以防断支架底座 3 两道出口支护 1 工作面两端头安装 ZF3000 15 26B 型过渡支架 刮板输送机机头 2 架 机尾 2 架 后期 3 架 由于工作面两道跟煤层顶板布置 而工作面跟底回采 在正常回采过程中 从 端头到正常跟底放顶煤必须逐渐过渡 所以工作面两端头需留设三角底煤各 10 15 架 为 加强端头支护 工作面两端头各 5 架铺设顶网 铺网时采用金属菱形网 规格为 5 5 1 1m2 2 两道加强支护为 出口 3 5m 加强支护 100m 采用双排架棚 100m 至 300m 采用双 排点柱 依次从里向外 3 工作面两道出口超前煤壁 3 5m 加固 使用 DZ 系列单体液压支柱配合 HDJA 1200 型铰接顶梁扶设不低于四排走向棚 如遇巷道断面变化时 可增减排数 一梁一柱支设 局部顶板高低不平处用半圆木或旧道板等物料衬平 扶设时铰接顶梁圆销大头朝向巷道两 帮 支柱打在老塘侧梁 300mm 400mm 处 柱下垫铁鞋 并拴好防倒绳 支柱初撑力不低于 90kN 与端头液压支架相邻的一排单体液压支柱距离液压支架间距不超过 0 5m 其余均匀 布置 人行道宽度不得小于 0 8m 高度不低于 2 0m 跨越刮板输送机机头 机尾处支护使用 双楔梁配合单体液压支柱 一梁一柱扶设 覆盖运输机电机 减速箱 运输机尾的双楔梁 间距不大于 2 1m 梁上必须有双楔 不得出现二根悬梁 其余双楔梁扶设正规 以防崩楔伤 人 4 两道超前 300m 支护 a 两道 100m 支护为沿两道走向扶设双排铰接顶梁 一梁一柱支设 扶设时铰接顶梁圆 销大头朝向巷道两帮 若局部巷道顶板破碎不平及巷道较高地段 使用 2 4m 3 2m 的 11 工字钢梁或圆木 直径不小于 180mm 长 4m 配合单体液压支柱扶设架棚 在架棚上 用木料配合枇子采取打木垛方式将顶板衬平接实 钢梁或木料间距不大于 1 2m b 两道出口向外 100m 至 300m 巷道不够长时 可沿巷道拐弯布打 确保支护范围 采 用双排戴帽点柱加强支护 点柱帽采用木托盘 单体液压支柱每隔一排钢带布打一棵 两排 单体液压支柱排距不小于 1 5m c 运输道两排支护 里帮一排单体液压支柱距胶带输送机架杆不大于 500mm 外帮一 排与胶带输送机架杆距离大于 0 8m 材料道两排单体液压支柱原则上居中布置 施工所采 用单体液压支柱打在实底上 要拴好防倒绳并加垫 400mm 的铁鞋 保证 150m 超前支护 范围内单体初撑力不低于 50kN d 两道超前支护遇梯形棚或全岩段可以断开 5 两道出口老塘侧及人行道侧单体液压支柱三用阀注液口沿工作面方向布打 其余 单体液压支柱的三用阀注液口朝向老塘 避开人行道方向 6 使用单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板 局部巷道内碍事处 可分段布打 拉线 扶设 两道内隔爆水袋处根据水袋与顶板的空间 进行穿越铰接顶梁或打戴帽点柱 铰接顶 梁一梁两柱扶设 4 备用支护材料 1 备用支护材料表见表 2 6 表 2 6 备用支护材料表 序号名称规格单位数量 1单体液压支柱DZ22 30 100根20 2单体液压支柱DZ25 30 100根20 3单体液压支柱DZ28 30 100根20 4铰接顶梁HDJA 1200根20 5双楔梁HDJS 1200根20 6水平楔带锚链对20 7铁鞋 m 0 4块30 8半圆木 m 2块20 9圆木 m 1 6 4根10 10板皮或条棍 m 0 8 1 6根20 2 所有备用材料均码放在材料道距工作面 150 200m 范围内 物料分类上架单侧码 放整齐 挂牌管理 所有料架必须上线 物料间距大于 1m 距轨道间距大于 0 5m 3 在用支护材料管理 两道备用与待回收材料同一地点放置 间距大于 2m 备用单体 液压支柱立放要有防倒 防滚落措施 4 工区设兼职铁管人员 对备用及在用支护材料每天核查一次 2 2 6 顶顶板管理板管理 1 顶板管理方法 采用全部垮落法管理顶板 放顶步距为 600mm 2 控顶距 最小控顶距为 3405mm 最大控顶距为 最小控顶距 循环进尺 即 3405 600 4005mm 3 初次放顶和正常放顶期间的顶板管理 1 回采工作面初次放顶要制定初放措施 并成立以生产矿长为组长的初放领导小组 工作面初次放顶前 初放领导小组要组织有关人员现场会审 在确认现场条件符合放顶要 求时 方可按措施进行初次放顶 初放期间必须有安全生产管理部门的人员分三班现场把 关 并有初放记录 初放结束要由初放领导小组现场认定 批准后方可结束初放工作 2 初放和正常放顶期间 工作面备用料场必须备齐 160mm 以上 L1 6m 4m 的各 种规格的圆木 不少于 10 根 并备齐备足条棍 笆片等物料 以备工作面急需之用 所有物 料必须码放整齐 挂牌明示 3 初放及正常放顶期间 工作面要做好 一通三防 管理及工程质量管理工作 工作面 工程质量达到 七条线 及 两畅通 标准 4 回料方式 当上下两道的加强支护随回采进入切顶线位置时 可采用人工配合 手拉葫芦 将柱梁 回出 第三章第三章 循循环环作作业业 劳动组织劳动组织及主要技及主要技术经济术经济指指标标 3 1 循循环环作作业业 3 1 1 循循环环方式方式 1 循环进尺 0 6m 日计划进行 6 个循环 即日进尺为 0 6 6 3 6m 2 循环作业图表 见附图 1 3 1 2 作作业业形式形式 本工作面采用正规循环作业方式组织生产 每采一刀为一个循环 两采一准 三 八 工 作制 中 夜班各完成 6 个循环 早班为检修班 3 2 劳动组织劳动组织 3 2 1 劳动组织劳动组织形式形式 本工作面采用专业工种追机作业和综合工种分段作业相结合的劳动组织形式 3 2 2 劳动组织劳动组织和出勤和出勤 表 3 1 劳动组织和出勤表 劳动组织 班次序号工种 夜早中 总计在册 1工区干部131511 2队长12255 3班长 安全质量管理员 兼铁管员 11134 4煤机司机222612 5支架工111310 6推刮板输送机工11134 7出口工4441210 8机电维护工14169 9液压维护工121410 10下料工666 11控制站工 兼泵站工 11135 12运输司机5551518 13看工具工11134 14零活工14168 15防尘工11134 合计22322983120 3 3 主要技主要技术经济术经济指指标标 表 3 2 主要技术经济指标 序 号 名称单位数量 1工作面走向长度m411 2工作面倾向长度m116 3 3煤层平均倾角度15 4煤层平均厚度m5 5 5循环进尺m0 6 6循环产量t579 7昼夜循环数个6 8日循环进尺m3 6 9日循环产量t3474 10生产方式两采一准 11循环率 93 12平均日进尺m3 35 13平均日产量t3231 14月产量 30 天 t96930 15可采日期天110 16日出勤数人101 17回采效率t 工16 7 18坑木消耗M3 万 t2 19乳化油消耗Kg 万 t150 20油脂消耗Kg 万 t70 21截齿消耗Kg 万 t10 22电力消耗度 万 t29558 23吨煤成本元 t19 8 第四章第四章 主要生主要生产产系系统统 4 1 材料运材料运输输系系统统 4 1 1 工作面材料运工作面材料运输输路路线线 地面料场 北副井 700m 大巷 700m 东翼新轨道大巷 700m 东二采区轨道下 山 850m 东西翼轨道联络大巷 837m 回风反坡 14101 材料反坡 14101 材料道料场 4 1 2 老料回收路老料回收路线线 14101 工作面两道 837m 回风反坡 850m 东西翼轨道联络大巷 700m 东二采区 轨道下山 700m 东翼新轨道大巷 700m 大巷 北副井 地面 4 2 运煤系运煤系统统 14101 工作面刮板输送机 14101 运道转载机 14101 运道胶带输送机 14101 运 反胶带输送机 14101 运道流煤小井 东一 250 胶带输送机 837 大巷胶带输送机 强五 机尾储煤井 强五胶带输送机 强四机尾储煤井 强四胶带输送机 强三胶带输送机 强二机头储煤井 强一胶带输送机 380 煤仓 北主井 地面 4 3 排水系排水系统统 根据地质资料可知 14101 工作面回采时充水因素主要为老顶砂岩裂隙水及回采后顶 板砂岩水演化成的老塘水 正常情况下涌水量 12 m3 h 最大 30 m3 h 在运输道出口向外 200m 低洼处打一个 2 1 1m3的备用水仓 安装一台 22kW 排水泵 配一趟 4 寸排水管路 另一台备用水泵 在材料道外段低洼处打一个容积为 1 1 1m3的临时水仓 安装一台 7 5kW 潜水泵 保持临时排水系统 4 4 供供电电系系统统 4 4 1 概述概述 14101 工作面位于 850m 东一采区 工作面设计采用综放工艺 移动变电站和控制站放 在材料道 距切眼约 325m 联络巷 材料道及运输道电气设备由 837m 变电所一台 KBSGZY 500 6 型移变和一台 KBSG 500 6 型干式变压器供电 工作面电气设备由控制站 一台 KBSGZY 800 6 型和一台 KBSGZY 1000 6 型移变供电 移变高压侧电源均来自 837m 变电所 高压系统电压等级为 6kV 工作面电气设备的电压等级为 1140V 联络巷 材料道及运输道电气设备电压等级为 660V 照明信号电压为 127V 42V 及 36V 为控制电 压 工作面照明采用 DJC36 127L B 型矿用防爆多功能支架灯 安装间隔为 12m 总数为 10 只 通讯信号采用 KTC2 型控制设备 安装间隔为 15m 工作面安装 8 只 转载机头 尾 各安装 1 只 总数为 10 只 照明信号的 127V 电源采用控制站的 ZBZ 10 0 1140 照明信号 综保 其设计原则按照最大供电负荷计算 具体见 表 4 1 设备负荷统计表 附图 2 工作面 回采供电设备布置图 附图 3 工作面回采 660V 供电系统图 附图 4 工作面回采 1140V 供电 系统图 表 4 1 设备负荷统计表 4 4 2 动动力力变压变压器的器的选择选择 1 工作面 1140V 系统 PMAX 180 2 采煤机两台 180kW 电机同时起动 360kW PN 1244kW KX 0 4 0 6 360 1244 0 57 取 KX 0 6 加权平均功率因数取 COS PJ 0 7 考虑到具体负荷情况 选用一台 KBSGZY 800 6 型和一台 KBSGZY 1000 6 型移变供 电 负荷具体分配见供电系统图 1 移变带 工作面采煤机 1 防尘泵及 1 油泵 负荷为 P1 435 75 160 670kW Sj KX P1 COS PJ 0 6 670 0 7 574 3kVA 电机 设备名称设备型号使用地点电压 V 功率 kW 电 机 台 数 设 备 台 数 实际使用 功率 kW 备注 采煤机MG180 435 W工作面114043531435 刮板运输机 SGZ 630 264 前部 工作面114013221264 刮板运输机 SGZ 630 264 后部 工作面114013221264 转载机SZZ 730 90工作面1140901190 防尘泵BPW 250 6 3工作面1140752275一用一备 乳化泵VRB 250 31 5工作面114016022160一用一备 照 明DJC36 127L B 工作面1270 0310忽略不计 通讯信号KTC2工作面1270 09 1 套 忽略不计 合计1288 调度绞车JD 25运输道660251125 胶带输送机SDJ 150运输道6607532225 张紧绞车JH 8运输道6607 522不常使用 回柱绞车JH 20T运输道660221122 回柱绞车JH 20T材料道660222244 排砂泵QSK 7 5材料道6607 52215 排砂泵QSK 22材料道660221122 调度绞车JYB 60 1 25材料道660901190 调度绞车JD 25联络巷660251125 合计483 总计1771 1 Sj Se 574 3 800 0 72 2 移变带 工作面前后部刮板输送机 2 防尘泵 2 油泵 转载机 负荷为 P2 132 2 132 2 75 160 90 853kW Sj KX P2 COS PJ 0 6 809 0 7 693 4kVA 2 Sj Se 693 4 1000 0 69 2 联络巷 材料道及运输道 660V 系统 PMAX 75 2 两台 75kW 电机同时起动 150kW PN 483kW KX 0 4 0 6 150 483 0 59 取 KX 0 6 加权平均功率因数取 COS PJ 0 7 考虑到具体负荷情况及现有设备状况 选用 837m 变电所一台 KBSGZY 500 6 型移变 和一台 KBSG 500 6 型干式变压器供电 负荷具体分配见供电系统图 1 移变带 运道动力 信号 负荷为 P1 287kW Sj KX P1 COS PJ 0 6 287 0 7 246kVA 1 Sj Se 246 500 0 41 2 变压器带 材料道及联络巷动力 信号 负荷为 P2 196kW Sj KX P2 COS PJ 0 6 196 0 7 168kVA 2 Sj Se 168 500 0 31 4 4 3 电缆电缆的的选择选择 1 电缆型号确定 根据采区供电电压 工作条件 敷设地点及电缆型号确定原则 本采区电缆型号确定 如下 从采区变电所到移动变电站采用 MYPTJ 3 50 3 25 3 2 5 1150m 矿用监视型屏蔽 电缆 从移动变电站向采煤工作面电气设备供电采用 MCP 及 MYP 系列矿用屏蔽橡套电缆 工作面控制电缆采用 MYQ 3 4 1 2 5 型 通讯电缆采用 MHYV 4 2 5 型 从采区变电所 到联络巷 材料道及运输道的干线电缆及从起动开关到电动机电缆均采用 MY 系列矿用橡 套软电缆 其敷设线路为 运输道第一第二线路 837m 变电所 837m 250 胶带机道 14101 运输反坡 14101 运输道 材料道第一第二线路 837m 变电所 837m 150 胶带机道 14101 材料反坡 14101 材料道 控制站红电缆及工作面电缆线路 837m 变电所 837m 150 胶带机道 14101 材料 反坡 14101 材料道 14101 工作面 14101 运输道 2 电缆长度的选择 高压电缆长度按 L 实 1 05L 巷进行选择 1140V 系统和 660V 系统橡套电缆按 L 实 1 1L 巷来选择 具体长度见供电系统图 没有标出的为短接线 计算时忽略不计 3 电缆截面的选择及校验 1 从采区变电所到移动变电站采用 MYPTJ 3 50 3 25 3 3 2 5 型矿用监视型屏蔽 电缆 其长期允许载流量为 170A 电缆的持续工作电流为 合格 1360 130 9170 336 P a N S IA U 2 采煤机是工作面 1140V 系统负荷最大的设备 选用一根 MCP 3 95 1 25 3 10 型 矿用屏蔽橡套软电缆 其长期允许载流量为 215A 对其电流校验 合格 AA COSU PK I PJN NX ca 215 4 179 7 012003 104356 0 23 10 33 3 考虑到长时间允许载流量电压损失 短路保护灵敏度等因素 对 660V 系统主干线 均选用 MY 3 70 1 25 型的矿用橡套软电缆 其长期允许载流量为 215A 具体长度和截面 见供电系统图 以供电负荷最大的运输道第二线路校验 合格 33 100 6 150 10 107 6215 33690 0 7 XN ca NPJ KP IAA U COS 同理 其它线路经校验均合格 计算略 4 4 4 电压损电压损失校失校验验 1 660V 系统 以供电距离最远的运输道第一线路检验 1 KBSGZY 500 6 型移变电压损失 Pd 3550W Ud 4 5 COS PJ 0 7 SIN PJ 0 71 0 41 Ur Pd 10Se 3550 10 500 0 71 Ux 4 45 2 690 5743 0 71 0 74 45 0 71 12 4 100100 500 N TT TrTxT N T US UUCOSUSINV S 2 干线式线路电压损失计算 L1 L2 L3 350m 350m 250m 70mm2 70mm2 70mm2 Pe1 Pe2 Pe2 137kW 37kW 22kW 电缆导体电导率 SC 42 5 m mm2 33 1 10350 137 10 23 4 690 42 5 70 ca W Nsc P L UV UA 同理 求的 UW2 6 3 UW3 2 7 整个线路的电压损失为 U UT UW1 UW2 UW3 12 4V 23 4V 6 3V 2 7V 44 8V 移变分接开关放在二档 允许电压损失 63 0V 44 8V 符合要求 同理校验 660V 系统其它线路电压损失均符合要求 计算略 2 1140V 系统 以供电负荷最大设备采煤机线路校验 1 KBSGZY 800 6 型移变电压损失 Pd 6000W Ud 6 COS pj 0 7 SIN pj 0 71 0 72 Ur 0 75 Ux 5 95 2 1200 574 3 0 75 0 75 95 0 71 40 9 100100 800 N TT TrTxT N T US UUCOSUSINV S 2 采煤机线路电压损失 电缆导体电导率 SC 42 5 m mm2 整个线路的电压损失为 干线电缆长度较短不足 20m 电压损失忽略不计 U UT UW 40 9V 44 9V 85 8V 移变分接开关放在二档 允许电压损失为 117 0V 85 8V 符合要求 同理校验 1140V 系统其它线路电压损失均符合要求 计算略 3 按起动条件校核 选择系统中最大的采煤机线路进行起动校验 采煤机是重负荷起动 也是采区中容量最大的用电设备 需校验起动条件下的电压损 失 电动机的最小起动电压为 min 75 1140 75 855 stN UUV 起动时支线电缆电压损失 长度不足 20m 忽略不计 起动时工作支路电压损失 10 cos3 3 N reNde stst blsc st stms U PK I A Lms U VU stms 4 109 1140 103106 0 7 0 214473 95 5 42 500 3 起动时移变电压损失 tan 3 10 sin 3 10 cos 100 3 3 2 2 rewm N reNde ststx N reNde ststr TN TN stT U PK Iu U PK Iu I U U 33 12000 6 310 100 6 310 10 0 75 1447 2 0 74 95 5 95 1447 2 0 711 01 100 481 13 11403 1140 T st U 135 4 T st UV 1 2 3 4 1 QJZ 4 315 1 1 KBSGZY 800kVA MM C C P P 3 3 9 95 5 1 1 2 25 5 3 3 1 10 0 5 50 00 0mm 4 43 35 5k kWW 1 16 60 0k kWW 1 1 MM Y YP P 3 3 5 50 0 1 1 1 16 6 5 50 0mm MM Y YP P 3 3 3 35 5 1 1 1 10 0 5 50 0mm 7 75 5k kWW 起动时整个电网的电压损失 Ust UT st Ums st 135 4 109 4 244 8V U2N T Ust 1200 244 8 955 2V Ust min 855V 故满足起动要求 同理校验其它线路起动过程电压损失均符合要求 计算略 4 4 5 系系统统短路短路电电流流计计算和保算和保护护装置的整定装置的整定 1 联络巷 材料道及运输道 660V 系统 以 14101 运输道第一线路校验 1 用查表法计算各短路点两相短路电流 837m 变电所 1 KBSGZY 500 6 型移变低压侧出口短路电流 Id01 2 为 7334A 837m 变电所 2 KBSG 500 6 型干式变压器低压侧出口短路电流 Id02 2 为 7334A 短路点 d3点的电缆换算长度为 Lct Kct L 0 73 950 693 5m 查表得 d3点的两相短路电流 1028A Lct 电缆的换算长度 m L 电缆的实际长度 m Kct 换算系数 其它各点的两相短路电流见附表 4 2 2 馈电开关的保护整定 以 2 KBZ 400 型馈电开关为例 采用智能型保护器 其过流整定按 IZ3 KXK1 PN 0 6 1 15 137 94 5A 取 IZ3 95A 求得 N IQe KX IT K1 Pe 4 8 实取 N 5 倍 则 IZ3 IZ3 N 95A 5 倍 灵敏度校验为 Id3 2 IZ3 1028 475 2 1 1 5 合格 其它各馈电开关的保护整定见附表 4 2 3 起动开关的保护整定 以 9 QBZ 200 型开关为例 采用 JDB 电子