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文档简介

1、目 录 第一章 工作面概况6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤层7第三节 煤层顶底板7第四节 地质构造8第五节 水文地质11第六节 影响回采的其它因素12第七节 储量及可采期12 第二章 采煤方法12第一节 巷道布置12第二节 采煤工艺13第三节 设备配置18 第三章 顶板控制19第一节 工作面支护设计19第二节 工作面顶板控制21第三节 特殊支护22第四节 顶板管理24 第四章 生产系统25 第一节 运输系统25 第二节 “一通三防”与瓦斯监控26 第三节 排水系统31 第四节 供电系统31 第五节 工作面供水、供液系统32 第六节 工作面通讯及照明系统33 第七节 供水施救、压风自

2、救系统33 第八节 紧急避险系统33 第五章 劳动组织和主要经济技术指标34 第一节 劳动组织34 第二节 正规循环作业图表35 第三节 主要经济技术指标35 第六章 安全技术措施35 第一节 行人安全措施35 第二节 防治突出措施36 第三节 “一通三防”管理安全技术措施36 第四节 预防片帮冒顶安全技术措施38 第五节 主要工作的安全技术措施39 第七章 危险源辨识及避灾路线45第一章 工作面概况第一节 工作面位置及井上下关系煤层名称3#煤水平名称采区名称三采区工作面名 称三0二综采工作面地面标高()+623+927煤层底板标高()410515地面位置地表现状三0二综采工作面北部为井田边界

3、和芦苇河,工作面中北部有兰花电厂芹池的输电线路一条,中南部有北庄至上黄村的一条高压线路,北部还有准备新建的地方煤炭运输专用铁路。受充分采动影响的村庄有南山村、后山坪(现已无人居住)。工作面地表为低中山地貌,地势总体西南高,东北低,地形切割强烈,小型冲沟发育,大部基岩裸露;地表发育有多条冲沟,冲沟内有季节性流水,冬春两季干涸,夏秋两季有水,暴雨时形成短时间洪流,在切眼东北端附近汇入芦苇河。井下位置及四邻采掘 情 况三0二综采面东侧为正在回采的三0一综采面,西侧为接替的三0三工作面,北部为井田北部边界及芦苇河保安煤柱,南面为西区开拓大巷。回采对地面的影响将造成地表沉降、塌陷及形成地表裂缝,并在陡峭

4、山崖附近形成岩体崩塌、滑坡、泥石流等地质灾害。同时,对地表建筑物有较大损毁。顺槽长度()1846切面长度()244.5面积()第二节 煤 层一、煤层情况煤层厚度()4.106.41煤层结构()煤层倾角 ()17均厚:5.14.6(0.31)0.5可采指数1变异系数%12稳定程度稳定 本工作面所采煤层为下二叠系山西组底部3号煤,煤质为无烟煤2号,开采区域内煤层厚度4.106.41m,以10至15横贯东西向为本矿区煤层厚度最大区,向南向北厚度变薄,煤层平均厚度5.1m。煤层结构较复杂,有24层夹矸,主要分布在煤层的中下部。其中,距底板0.200.65m处,有一层夹矸在本采面稳定分布,厚约为0.3m

5、左右。二、煤质情况Mad(%)(原)Ad(%)(原)Vdaf(%)(浮)Qnet,d (MJ/Kg)(原)St,d(全硫)(%)(原)ARD(t/m3)(原)工业牌号2.1214.925.2832.110.431.45WY02本煤层为低灰、特低硫、高发热量的无烟煤,是良好的动力和化工用煤。第三节 煤层顶底板顶底板名称岩石名称厚度()岩 性 特 征老顶细粒砂岩夹中粒砂岩3.477.52灰白色,中厚层状,斜层理或交错层理。主要为细粒石英砂岩,间夹中粒砂岩,成分以石英为主,含云母碎屑。铁质、硅质胶结,分选中等。5.7直接顶粉砂岩细粒砂岩泥岩7.9214.33一般分为三个层次,上部以水平薄层粉砂岩为主

6、,夹泥岩;中部一般为中厚层细粒砂岩夹中粒砂岩、粉砂岩或泥岩,偶见薄煤层;下部均为泥岩但厚度变化较大。除细、中粒砂岩外,其它岩层均含大量植物化石碎片。11.2伪顶含炭泥岩00.53灰黑色,水平薄层状,含炭质,污手,富含植物化石碎屑。变化大,向南部厚度增大且稳定,质软易碎,随采随落;局部相变为泥岩。0.33#煤层伪底含炭(质)泥岩或泥岩00.65灰黑色或深灰色,水平薄片状,含炭量较高,在区内不稳定存在,南部薄或不存在,向北近切眼附近增厚至0.5m左右。质软易碎,遇水成泥,含丰富的植物根茎化石碎片。0.25直接底泥质粉砂岩或粉砂质3.456.53灰色,薄层状,以泥质粉砂岩为主,夹粉砂岩,部分地段表现

7、为粉砂岩,水平层理发育,含植物化石碎片。4.8老底细粒砂岩夹中粒砂岩(K7)3.267.54灰白色,厚层至中厚层状,斜层理或波状层理。主要为细粒石英砂岩,夹中厚层中粒砂岩,成分以石英为主,含云母碎屑。钙质、硅质胶结,分选中等。5.4三0二综采面综合柱状示意图附后第四节 地质构造一、褶曲三0二工作面小型褶皱发育,主要有212向斜及孙家庄西背斜,212向斜发育范围贯穿整个工作面,孙家庄西背斜大部在三0一工作面,南端150m进入302工作面,两个褶皱轴部近南北方向,翼展宽度200m400m之间,其起伏距离在715m,期间尚有多级次生褶皱,底板起伏频繁,幅度很小。二、断层1.三0二工作面顺槽及切眼在掘

8、进过程中,揭露多个断层,其中310顺槽4条,320顺槽7条,断层走向大部分为近东西向,但规模(断距2m)较小,所以一般对开采影响不大,经分析,预计仅F320-2、F320-3、F320-6断层对开采影响稍大。2.根据三0一工作面开采收集的地质资料显示,三0二工作面内部应该有数条至数十条隐伏的南北向正断层存在,其落差通常小于3m,延伸长度几十米至三百米不等,这些断层破坏了煤层的稳定性,增加煤层裂隙,造成片帮冒顶,软煤发育,割矸量增多,是开采期间主要的地质问题所在。三、其它异常根据工作面物探和瓦斯抽放资料,工作面还有其它异常:1.褶曲变坡点:根据以往掘进及开采资料,变坡点一般伴随大量裂隙发育或出现

9、挤压型小断层,这些构造导致煤层完整性差,顶底板破碎,同时伴生软煤可引发瓦斯涌出异常,片帮冒顶等问题。2.断层集中区:310区断层集中区在08至10横贯,受三0一工作面采动影响,顶板来压导致3103巷09至11横贯整个顶板离层,并发生较大面积的冒顶。320区05至07横贯同样小断层密集,其落差相比310区还大,预计顶板来压对其影响更大。3.尚未发现其它异常构造(如陷落柱、火山岩侵入、古河道冲刷等)。三0二工作面断层和褶曲地质构造汇总表(由北向南)褶曲说明构造名称走向()倾向()两翼倾角()性质起伏距()位置,延伸长度及对生产的影响212向斜NW27NW4215向斜-7位于3234-3206之间,

10、区内延伸南北长度1620m,在工作面内延伸范围为切眼至17横贯,17-06横贯影响320区顺槽。两翼煤层产状变化较明显,褶皱产生一系列南北走向的小断层。对生产有一定影响。孙家庄西背斜NW15NE1518背斜+15位于工作面3030-3028之间中部,区内延伸长度150m,短距离煤层底板起伏变化大,对两翼煤层产状产生较大影响。预计可能伴生几条小断层,可造成割矸量增大等,对生产有一定影响。构造名称走向()倾向()倾角()性质落差()位置,延伸长度及对生产的影响F310-12557560正01.0首次发现位置于3103-01处,断层向西北延伸至三0二工作面,预计延伸长度50m,末端处于撤退巷停采线附

11、近,对开采影响不大。F310-11607065正01.5首次发现位置于3103-08横贯东,断层延伸长度超过200m,预计在三0二工作面延伸长度50m,对开采影响不大。F310-221012050正00.8首次发现位置于310-08横贯东部,断层延伸长度超过200m,预计在三0二工作面延伸长度50m,对开采影响不大。F310-422013065正02.0首次发现位置于3103-09横贯北,断层规模很小,预计在三0二工作面延伸长度30m,对开采影响不大。F320-124033055正01.5首次发现位置于3203-05横贯北,断层往三0二工作面方向规模变小,预计在三0二工作面延伸长度50m,对开

12、采影响不大。F320-225534565正02.0首次发现位置于3203-06横贯,断层落差大于1/3采高,且基本与推进面平行,预计在三0二工作面延伸长度大于100m,对开采影响较大,需关注。F320-326017055正02.0首次发现位置于3203-07横贯南,断层落差大于1/3采高,且基本与推进面平行,预计在三0二工作面延伸长度大于120m,对开采影响较大,需关注。F320-41758545正01.5首次发现位置于3201-09,南北延伸长度80m,预计对三0二工作面影响小,但受采动影响很大,易造成3201巷道冒顶。F320-525516540正01.0首次发现位置于3203-10处,断

13、层规模较小,预计在三0二工作面延伸长度40m,对开采影响不大。F320-612021042正02.0首次发现位置于3203-12横贯南,预计在三0二工作面延伸长度超过80m,对开采影响较大。F320-722013040正01.5首次发现位置于3203-34横贯,已在工作面北部以北,对开采没有影响。第五节 水文地质 含隔水层1.工作面主要含水层为:二叠系下统下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层,石炭系上统太原组灰岩及砂岩裂隙含水层,奥陶系中统灰岩岩溶裂隙含水层下石盒子组、山西组、太原组含水层为砂岩及数层孤立灰岩,其间夹厚度不等的泥岩隔水层,将含水层分隔成层状分布且近似独立的含水体,相互间水力联系较弱

14、,多具承压性。奥陶系灰岩岩溶含水层主要接受区域奥灰岩溶水的侧向补给,埋深大,具承压性。2.工作面主要隔水层为:太原组及山西组底部含水层层间泥岩类隔水层及本溪组及太原组底部泥岩类隔水层。本溪组及太原组底部泥岩让奥灰岩溶水与3号煤层及15号煤之间起到良好的隔水作用。 充水因素1.工作面充水含水层主要有顶板下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层及底板太原组灰岩及砂岩裂隙含水层,奥陶系中统灰岩岩溶裂隙含水层也具一定影响。充水水源有地表水及周边采空区积水。2.充水通道主要为顶板冒落裂隙,底板扰动裂隙也有极少部分水量。3.经过多年的开采证实:大宁煤矿为弱充水矿井。矿井水害工作面主要水害为顶板水及临近三0一采空区

15、积水。煤层开采产生的采动裂隙可沟通导水裂隙带内各含水层的地下水,对煤层开采产生影响。三0一工作面在其较低洼处存在一定量的采空积水,随着时间的推移积水范围还可能有增大的趋势,对开采3号煤层影响较大。最大涌水量3133/d(天)正常涌水量2373/d(天)注:不含工作面所使用的生产用水。第六节 影响回采的其它因素影响生产的其它地质情况瓦 斯煤与瓦斯突出矿井煤 尘无爆炸危险性。煤的自燃属不易自燃煤层。地 温17左右,属地温正常区。地 压大地静应力场型,无冲击地压。岩石硬度(普氏f值)煤层夹矸直接顶直接底1-32-33-63-6第七节 储量及可采期一、储 量储量计算走向长()倾向长()面积 (2)平均

16、厚度()密度(t/m3)工 业储 量(万t)回采率()可采储量(万t)1846244.55.101.45333.7793310.4二、可采期 每月生产天数为28天,每天推进进尺5.19m,工作面可采期=1846m/设计月推进长度145.32m=13个月。第二章 采煤方法第一节 巷道布置三0二综采工作面两侧310区30巷以北布置为六条顺槽,以南布置为五条顺槽,东部以3103巷为界,西部以3201巷为界,开切眼位于320区34巷的3201-3103段。3201巷为该工作面的胶带运输巷,3202巷为该工作面的辅助运输巷。工作面顺槽和开切眼设计为矩形断面。顶板为金属锚杆加金属锚索加金属钢梁加金属网联合

17、支护,3201巷的东帮和3103巷的西帮为树脂锚杆加尼龙网联合支护,其它巷道的煤帮为金属锚杆加菱形网支护。3201巷断面:宽 高 6.0m 3.5m。3102、3202巷断面:宽 高 5.5m 3.7m。3103、3203巷断面:宽 高 5.5m 3.5m。开切眼断面为:宽 高 8.8m 3.8m。第二节 采煤工艺三0二综采工作面采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落综合机械化采煤法。一、采煤工艺 1.采煤机进刀方式 三0二综采工作面采用端部斜切进刀割“三角煤”的方式进刀。斜切进刀段长35m,其中直线段长12m,弯曲段长23m。 2.采煤机割煤方式 三0二综采工作面采用JOY7LS6型双滚筒采煤

18、机自端部斜切进刀双向割煤,双向顶溜的方式割煤(调整工作面时可采用单向割煤,单向顶溜)。采煤机依靠滑靴、滚轮与工作面刮板输送机上的齿轨配合骑在刮板输送机上行走。采煤机自机尾斜切进刀,当进入刮板机直线段后,将工作面机尾段推直,然后向机尾方向割“三角煤”,然后再向机头方向割煤,同时滞后采煤机23m(即13个中部溜槽)处开始由机尾向机头方向顶溜;当采煤机割通机头后,采煤机反向斜切进刀,当进入刮板机直线段后,将工作面机头段推直,然后向机头方向割“三角煤”,然后再向机尾方向割煤,同时滞后采煤机23m(即13个中部溜槽)处开始由机头向机尾方向顶溜。不论是采煤机正常割煤、斜切进刀还是割三角煤期间,始终都是靠采

19、煤机运行方向前端的前滚筒在上,割顶煤;而靠采煤机运行方向后端的后滚筒在下,割底煤和清理浮煤。采煤机沿整个工作面运行一次完成一个割煤循环,每刀截深为865mm。采煤机端部自机尾斜切进刀双向割煤的工序流程如下:二、破、装、运煤方式 1.破煤方式:利用JOY7LS6采煤机上直径2.5m滚筒上的镐型截齿完成工作面落煤任务。2.装煤方式:利用JOY7LS6采煤机滚筒螺旋叶片和刮板机溜槽前的铲煤板联合装煤。3.运煤方式:利用PF4刮板输送机、PF4转载机和3201巷的胶带输送机实现工作面的机械运煤。三、移架、顶溜工序1.采用电液控制顺序移架,单架移架时间不超过8秒。工作面正常割煤时采用跟机顺序移架的方式,

20、邻架操作,先降后移。在正常情况下,移架工序滞后采煤机前滚筒12个支架完成(在顶板非常稳定时,移架工序也可以滞后采煤机后滚筒12个支架完成)。当顶板破碎,可滞后前滚筒1个支架带压移架,以便及时支护顶板,移架步距865mm。每个支架的移架顺序如下:收回护帮板降支架立柱以刮板输送机为支点,用移架千斤顶移架865mm升起支架立柱挑起护帮板。2.采用电液控制成组顺序顶溜,每组选择13节溜槽。3.移架和顶溜顺序:(1)采煤机自机尾斜切进刀至120#(后滚筒)架停止,从135#架位置开始向机尾方向推溜,将溜推直后采煤机反向割“三角煤”,从135#架开始按照136#140架141架142架143架144架的顺

21、序依次移工作面支架,采煤机将机尾割透后反向割煤至机头,按照135架134架8架的顺序,依次移工作面支架。每个支架移架完成后,滞后后滚筒外侧23支架时再由另一名移架工及时挑起护帮板,防止煤壁片帮。滞后采煤机后滚筒23m处从机尾向机头顶溜。在采煤机割透3201巷煤壁、反向运行斜切进刀后将机头弯曲段刮板输送机顶直后依次将机头处的6过渡支架和5、4、3、2、1排头支架按顺序拉过并且将护帮板挑起,及时支护该区的顶板。(2)当采煤机反向割完“三角煤”后继续向机尾运行,按顺序拉架后,刮板输送机自机头开始推刮板输送机,机头与过渡槽的推移工序完成后,将支架按照6过渡支架5排头支架4排头支架3排头支架2排头支架1

22、排头支架的顺序分别前移一个865mm。四、各工序影响范围和安全距离1.割煤:在运行的截割滚筒15m范围内,任何人不得在架前作业、逗留。2.移架:在上下相邻支架及本架范围内,不得有人穿行或从事与移架工序无关的工作。3.推溜:推刮板输送机必须在采煤机的后滚筒方向进行, 刮板输送机弯曲段长度不得小于13节中部槽,约23m。在推刮板输送机弯曲段范围内,禁止与推刮板输送机无关的人员通过或停留。 五、各工序的质量要求1.采煤机在割煤的要求(1)靠近工作面两端约16m的底煤,即采煤机在工作面端部时位于两个滚筒中心线之间的底煤,利用采煤机反向运行时,由后滚筒清扫。(2)由于工作面采高和顺槽高度不一致,使得工作

23、面两端各存在一个9m左右的过渡段,这段顶煤的截割工作,通过逐渐调整前滚筒的高度来完成。采煤机在工作面两端头割煤时,应慢速行驶,特别是在机头时要密切注意采煤机滚筒与设备的合理距离,严禁截割损坏机头设备。采煤机斜切进刀时,待采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到865mm后再停机,并将刮板机推直,以保证每个循环具有足够的截深。(3)严格控制割煤高度,最高不超过5.3m,最低不低于3.5m,最低采高应使采煤机上方有足够的过机空间并保证支架的过人空间。(4)割煤过后,要保证工作面煤壁平直,无伞檐。顶底板平直,每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。保持工作面“三直、两平、两畅通

24、”。(5)合理控制采煤机速度,保持煤量均匀,严禁发生堵塞现象。采煤机向机尾方向割煤时若大块碳较多,可以适当开启破碎机。 2推移刮板输送机的质量要求(1)每次推溜后应保证刮板输送机成直线并与煤壁平行,其直线误差在50mm以内。推移刮板输送机后还要保证刮板输送机平整,不得出现飘溜,凹溜和局部起伏过大等现象。(2)刮板输送机的机头、机尾推进度应保持一致,且必须保持推移步距为865mm,以确保截深、循环产量和工程质量。(3)在推移输送机时,必须在距采煤机后滚筒23m以外进行,不得出现急弯,并保持弯曲段长度不小于13个中部槽,约23m。(4)必须单向推移输送机,严禁从两头向中间推移输送机。(5)正常情况

25、下停机时不得推刮板输送机,以防卡死输送机。采用双向割煤,推移机头、机尾时可以不需停机作业。(6)为保证推刮板输送机工作顺利进行,不致发生飘底、啃底现象,应使用成组推溜。(7)在工作面正常生产期间,除进刀所需的弯曲段之外,其它地段不得出现弯曲段。若推刮板输送机过程中出现推移困难,不应强推硬过,必须先查明原因,并经处理后再继续推溜。3移架的质量要求(1)必须严格按移架工序的要求进行移架;(2)为保证拉架时刮板输送机保持平直,在移架时,应将邻架的推移千斤顶处于推溜状态;(3)根据中煤北京煤矿机械有限责任公司综采液压支架配套图的说明,三0二综采工作面支架的梁端距分别是:支架高度为2.55m时,梁端距为

26、542mm;支架高度为4.8m时,梁端距为560mm;支架高度为5.5m时,梁端距为659mm。在生产过程中,根据工作面顶帮情况,可以采取使用一级护帮板和超前拉架的方法缩短梁端距。移架时要保证支架推移到位,依据采高变化,使梁端距距煤壁保持在350659mm之间;移架过程中要及时调整支架,如有挤架、咬架等现象,在移架过程中必须及时利用侧护板进行调整。(4)支架拉过后必须成一直线,其偏差不得超过50mm。架间距要均匀,中心距偏差不超过100mm。(5)支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角7,相邻支架间不能有明显错茬(不超过顶梁侧护板高度的23),支架不挤不咬,支架顶梁间无空隙。(6)在顶板非常稳定

27、时,拉架工序可以安排在滞后后滚筒12架,在正常情况下或顶板压力过大、有冒顶危险时,应及时追机移架,拉架工序滞后前滚筒12个支架,以防顶板冒落。如移架过程中顶板破碎或因片帮造成支架前梁至煤壁距离超过1m时,要及时超前拉架。(7)支架立柱的活柱伸缩量在0.952.75m。第三节 设备配置三0二综采工作面设备配置表:序号名 称规 格单位数量备 注1液压支架ZY9000/25.5/55D架144两柱掩护式电液控制,支撑高度2.55-5.5m,工作阻力9000KN,初撑力6412KN,推移行程0.960m。2采煤机JOY-7LS6部1装机总功率1860KW,机身尺寸(带滚筒)长16551mm宽2745m

28、m高2972mm,滚筒直径2500mm,滚筒截深865mm,牵引速度023m/min3刮板输送机PF4部1功率2800KW,运输能力3500T/h,中部溜槽尺寸(mm):长1750宽1975高14984转载机PF4部1功率300KW,运输能力3500T/h5破碎机WB1418部1功率300KW,运输能力3500T/h,外形尺寸(mm):长5305宽3211高18406乳化液泵BRW400/37.5台3功率3315KW7喷雾泵BPW400/16台3功率3125KW8移动变电站6000KVA部1容量6000KVA9胶带输送机部110负荷中心部111单轨吊部1第三章 顶板控制 第一节 工作面支护设计

29、一、支架参数支架型号:ZY9000/25.5/55D支架形式:掩护式液压支架高度范围:2550-5500mm 支架宽度:1650mm(不包括侧护壁)支架初撑力:6412KN(P=31.5Mpa)工作阻力:9000KN(P=35Mpa) 支护面积:8.11m2 重量:普通支架30.876吨,过渡支架31.775吨,端头支架33.896吨 支护强度:普通支架1.081-1.136 Mpa,过渡支架0.959-1.008 Mpa,端头支架0.903-0.916 Mpa 泵站压力:31.5MPa支架移架步距:960mm操作方式:主要采用双向邻架操作二、控顶距采煤机割煤前后,工作面支架的最大、最小控顶距

30、如图所示。采煤机割煤前支架的最小控顶距4.635m采煤机割煤后移架前支架的最大控顶距5.5m三、支架支护强度验算根据矿压理论,三0二综采工作面的顶板压力可按48倍采高的上覆岩层重量近似估算。取7.5倍采高的上覆岩层重量作为该工作面支护强度设计的依据,则支架所需的支护阻力F为: 式中 F计算工作阻力,KN;上覆岩层平均密度,26kNm3; S支护面积,8.11m2。则 8065kN。根据支架说明书,ZY9000/25.5/55D支架的工作阻力为9000KN,大于7.5倍采高计算所需的8065kN工作阻力,所以该工作面使用的ZY9000/25.5/55D支架能够满足支护要求。采用3台BRW400/

31、37.5型乳化液泵为该工作面的支架提供动力,该泵站根据工作面用液量自动控制其乳化液泵的启动数量,并带有自动配液装置,乳化液浓度控制在3%-5%,乳化液泵压力设计为37.5Mpa。第二节 工作面顶板控制三0二综采工作面的直接顶初次跨落步距为9.1111.77m,平均10.44m;老顶初次来压步距35.7348.98m,周期来压步距10.4415.26m。采用ZY9000/25.5/55D型掩护式电液控制液压支架支护顶板。支架最小高度2.55m,最大高度5.5m。工作面共安装144个支架,其中基本支架134架,上下两端各设1架过渡支架,机头侧设置5个排头支架,机尾设置3个排头支架。顶板管理采用全部

32、跨落法第三节 特殊支护一、机头、机尾端出口支护1.机头端出口支护沿伸在3201巷的排头支架支护。距3201巷西帮800mm布置的一列排距1000m的单体支柱支护。在机头第一架与西侧煤帮之间施工“井”字型木垛,木垛与1#支架顶梁平行且不超过1#支架立柱,随工作面推进及时施工,顶板压力大、破碎时,每割三刀煤施工一个木垛,木垛中心距2595mm。顶板条件较好时,每割六刀煤施工一个木垛,木垛中心距5190mm。木垛采用规格200*200*1000或200*200*1300mm道木,木垛距帮250mm(木垛距帮距离可根据支架与煤帮距离适当调整)。在机头第一架与西侧煤帮之间施工2根单体柱,单体柱距支架底座

33、前端865mm。单体柱随工作面推进及时施工,单体柱间距根据支架与煤帮之间距离均匀布置。2.机尾端出口支护沿伸在3103巷的排头支架支护。在机尾144#支架与东侧煤帮之间施工2排单体柱,每排3根,单体柱距支架底座前端865mm,单体柱随工作面推进及时施工,单体柱间距根据支架与煤帮之间距离均匀布置。刮板机机尾距东帮小于2.3m时,当刮板机机尾距东帮间距在800-2300mm时,单体柱距刮板机机尾800mm,排距1000mm;当刮板机机尾距东帮小于800mm时,必须采取扩帮措施,扩帮后再沿东帮打单体柱,保证支柱与刮板机机尾间距800mm,排距1000mm。刮板机机尾距东帮大于2.3m时,在刮板机机尾

34、与煤帮之间施工两排单体柱,靠刮板机机尾的一排单体柱距刮板机机尾800mm,间排距1000mm。当刮板机机尾距东帮大于2.3m时或机尾端头压力大,采空区顶板垮落后矸石滚落超过机尾支架立柱时,在支架东侧施工“井”字型木垛,木垛的南侧与支架立柱一线,木垛中心距5190mm。3.工作面端头压力较大,锚杆锚索失效时,需另行制定措施。二、进、回风顺槽超前支护1.超前支护采用DWQ-110型单体液压支柱。2.单体液压支柱必须穿鞋、戴帽,并用防倒绳将其栓牢,初撑力不得小于90KN。3.受采动压力影响,顺槽超前20m范围内必须进行超前支护。沿工作面推进方向布置,3201巷内设置两列单体液压支柱:一列距3201巷

35、西帮800mm,另一列距3201东帮200mm,排距1000 mm;3103巷设置三列单体液压支柱:一列距3103巷西帮500 mm,另一列距3103巷东帮2000mm,排距1000mm;第三列布置在东西两列的中间位置,间距1500mm,排距1000mm。4.当机头处推进到各联络巷口时,每割三刀煤施工一个“井”字型木垛,木垛中心距2595mm,木垛施工至靠近联络巷南帮时,根据现场顶板的压力情况,可以把靠南帮的木垛改成连体木垛,当联络巷口跨度较大时,下一个木垛也施工成连体木垛。当横川顶板破碎或高冒区时,施工两个连体木垛,木垛超前工作面不小于30m施工。在靠近3103巷每个横川内施工1个木垛,当顶

36、板压力较大时或顶板破碎时施工两个木垛,木垛超前工作面一个横贯施工,所有木垛均采用1300mm的道木施工。 三、进、回风顺槽假顶下超前支护1.3201和3103巷假顶下的单体柱必须支设在槽钢里,支设点在方木搭接的实顶处,单体柱的间距随槽钢的排距而改变。3201巷布置两排单体液压支柱,一排紧靠西帮,另一排紧靠东帮;3103巷内均匀布置三排单体液压支柱,2.当压力较大时,对已经支护好的区域,根据现场顶板压力情况进行补打单体支柱,支柱间排距根据现场实际情况而定。3.当进、回风顺槽超前支护区域内的锚杆锚索失效时,需另行制定支护方案。四、支护材料的存放及回收1.进风巷和回风巷内单体液压支柱应全部回收。2.

37、工作面所需的半圆木、道木、爬头等必须分类码放在巷道内,不得妨碍行人、通风,并挂牌管理。三0二综采工作面超前支护方案图附后第四节 顶板管理一、端头及安全出口管理3201巷和3103巷超前20m要加强支护。上、下安全出口高度不低于1.8m,宽度不小于0.8m。每班验收人员必须对上、下推进度及安全出口进行测量,及时调整以确保行人宽度。每班带班长必须对两出口煤壁及顶板进行观察,发现问题及时进行处理。二、超前支护管理1.超前支护必须严格按照要求打好、打牢,支柱一定要成一直线;回柱时必须四人以上配合作业,严禁单人进行操作,回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况,发现有活煤、矸等不安全因素时,应及时处理之后方

38、可继续作业。打好柱后,将单体柱与顶网或钢带用防倒绳捆紧,以防柱倒伤人。2.当采煤机运行到工作面两端头、距巷道煤壁15m时,严禁在两端头作业,以防甩出的大块伤人。在拉排头支架、推移转载机、拖拉液压管及电缆时,严禁在机巷端头作业,以防撞倒单体柱伤人或出现其它意外伤人事故。超前支护工作不能与同一地点的其它工作平行作业。3.要保证回风巷和进风巷出口的畅通,巷道内的各种电缆、液管必须挂在单轨吊上,高度不低于1.8m。班组长必须经常对两巷的煤帮、顶板进行检查,发现不安全隐患应及时处理。三、周期来压期间的管理生产过程应参考来压步距的数据和工作面矿压显现特征,及时掌握顶板周期来压征兆,加强顶板管理。在周期来压

39、期间,必须加强工程质量管理及两巷超前支护管理,以防止工作面在周期来压期间出现顶板事故。1.根据所总结出的周期来压步距(周期来压步距10.4415.26m),认真做好周期来压时的顶板管理。2.在周期来压前,必须保证两巷超前支护质量达规程要求,班长及验收员必须进行巡回检查,若发现有不符合要求的支柱,必须立即重新支设。3.周期来压前,两巷超前支护必须迎山有力,以防来压时推跨支柱。4.周期来压时,工作面支架必须达到初撑力,严禁任何人乱改或关闭支架自动补液功能。5.周期来压时,工作面支架自动补液功能必须完好有效,检修班必须保证其正常安全运行。6.工作面机头侧采用6组端头支架(包括过渡架),机尾侧采用4组

40、端头支架(包括过渡架)支护,进回顺槽至上下出口的20 m超前支护段是压力集中区,要加强支护质量管理。 7.工作面及超前支护矿压观测所使用的测压仪为:工作面使用每个液压支架两根立柱上安装的压力表进行观测,压力表型号:甘油压力表NG50,数量:288个;超前支护所使用的测压仪为:测压注液枪,型号:CQ-40,数量:2个(机头、机尾各使用1个)。四、巷道维护必须加强对工作面上下出口及顺槽巷道顶板的维护工作。3201、3103巷超前工作面50m加强维护、检查,对于失效锚杆由调度室安排重新补打,对于网破地点,要进行补网。五、巷道顶板离层仪的监测、记录、分析1.为了加强综采工作面巷道顶板管理,必须加强对顶

41、板离层仪监测、记录、分析。2.每班班长、验收员必须对3201、3103巷超前工作面60m内的顶板离层仪进行监测,作好记录,上井后向值班人员汇报情况。若顶板离层仪显示值出现黄色,必须及时汇报调度,采取措施进行处理。 六、矿压观测由综采队负责综采工作面的矿压资料的收集工作,总工办负责进行数据分析处理。通过对支架工作阻力变化规律记录和分析,以便较为准确的掌握顶板来压规律。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运煤系统工作面生产的原煤经刮板输送机顺槽转载机1.2m顺槽皮带1.4m顺槽皮带西大五皮带西皮带主斜井皮带地面。二、运料系统1.工作面机头部运料路线:工作面生产中所需材料在地面装车提升井井筒井底车场

42、西3巷西3南24巷西18南24巷西大三西18巷西大三西33巷3202巷工作面机头侧用料点。2.工作面机尾部运料路线:工作面生产中所需材料在地面装车提升井井筒井底车场西3巷西3南24巷西18南24巷西大三西18巷西大三西27巷3102(08)巷3103巷工作面机尾侧用料点。三0二综采工作面运输系统图附后第二节 “一通三防”与瓦斯监控 一、通风系统(一)通风线路描述 三0二综采工作面采用“五进二回”的“Y”型通风方式。1.新鲜风3201、3202、3203巷3231横川3202、3203(32-36)巷3202、3203(35、36)巷3102、3101(35、36)巷3102、3201(34-3

43、1)巷3102、3101(31、32)巷北202、北201(北2031、北2030)巷北2018、北2017巷横川3#集中回风巷和北1011巷北回一巷和北回二巷西10、西9、西8巷中央回风立井地面2.新鲜风3103、3102巷综采工作面3201巷3231、3232(3201-3203)横川3202、3203(33-36)巷3202、3203(35、36)巷3102、3101(35、36)巷3102、3201(34-31)巷3102、3101(31、32)巷北202、北201(北2031、北2030)巷北2018、北2017巷横川3#集中回风巷和北1011巷北回一巷和北回二巷西W10、西9、西8

44、巷中央回风立井地面注: 3231、3232(3201-3202)横川位置随工作面推进依次改变。三0二综采工作面通风系统图附后(二)风量计算1.按工作面瓦斯涌出量计算供风量:Q =100q.K式中: Q -采煤工作面实际需风量, m3 /min q-采煤工作面的瓦斯绝对涌出量, (三0二采面绝对瓦斯涌出量23.13m3 /min) K-瓦斯涌出不均衡系数,(按回风巷瓦斯浓度不超过0.8,瓦斯涌出不均衡系数取1.34)则:Q =10023.131.340.8 =3875m3 /min2.按工作面温度计算供风量: 式中 回采工作面适宜风速,取1.5m/s; 回采工作面长度风量系数,取1.35; 工作

45、面断面积为21.7 m2 则 Q=601.521.71.35 2637m3/min。3.按工作面同时工作的最多人数计算供风量: 式中 N该工作面同时工作的最多人数,交接班时,51 人;风量备用系数,取K=1.5。则 。4.验算工作面风速:综合以上13计算结果取风量最大值。采面需风量为3875m3 /min。 验算工作面风速:V工作面风速=Q工作面风量/(S60)Q工作面风量为3875m3 / minS为工作面断面积、取21.7由以上数据代入、V工作面风速= Q工作面风量/(S60) 则 V=3875(21.760)=2.98m/s 符合煤矿安全规程规定的采煤工作面风速要求:0.25m/sV4

46、m/s。二、瓦斯防治(一)瓦斯检查的地点、次数:1.工作面专职瓦检员巡回检查工作面进风、回风巷,工作面上隅角瓦斯浓度,每班至少检查三次。瓦检员在巡回检查瓦斯时,发现瓦斯异常,必须立即通知当班带班长停止作业,查明原因,进行处理。2.跟班队干、带班长、采煤机司机、电钳工下井时,必须随身携带便携式瓦检仪,随时检查工作面及进、回风巷瓦斯浓度,发现瓦斯异常,立即停止作业,查明原因,进行处理。3.必须保证工作面上隅角回风畅通,生产时可以在上隅角处悬挂便携式瓦斯检测报警仪随时检查瓦斯浓度,发现瓦斯异常,立即停止作业,查明原因,进行处理。 (二)、监测监控三0二综采工作面共布置6个分站、14台甲烷传感器、5台

47、风量传感器、8台继电器、1台动力电源馈电传感器、1台温度传感器和1台声光报警器。具体布置如下:1.综采3226巷监控分站电源取自3226巷综保127V电源,此分站上接综采工作面3201回风巷混合风流处甲烷传感器,综采工作面上隅角、工作面、工作面回风1#、2#、3#甲烷传感器,综采移变硐室环境温度传感器、动力电源馈电传感器、声光报警器以及控制综采6MVA移变电源输出的Dd1、Dd2继电器。2.综采3214巷监控分站电源取自3214巷配电点综保127V电源,此分站上接综采工作面3201(27)、3202(27)、3203(27)巷进风甲烷传感器及控制3226巷配电点6KV电源的Dd3继电器。3.综

48、采西大三西34巷监控分站电源取自三采区变电所7#综保127V电源,此分站上接综采工作面3201(14)、3202(14)、3203(14)巷进风甲烷传感器和3201、3202、3203巷风量传感器。4.综采西大三西27巷监控分站电源取自三采区变电所7#综保127V电源,此分站上接综采工作面3103巷进风甲烷传感器及3102、3103巷风量传感器。5.综采3126巷监控分站电源取自3126巷监控综保127V电源,此分站上接综采工作面进风甲烷传感器。6.三采区变电所1#监控分站电源取自三采区变电所6#综保127V电源,此分站上接控制三0二综采移变6KV电源的Dd4Dd6继电器、控制3201巷1.4

49、m皮带电源的Dd7继电器及控制310区喷浆机电源的Dd8继电器7.甲烷传感器应垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷道墙壁不得小于200mm,并应安装维护方便,不影响行人。8.每班生产时可以在综采工作面上隅角悬挂便携式瓦斯检测报警仪。9.三0二综采工作面甲烷传感器设置技术要求:甲烷传感器编号安装位置报警浓度断电浓度复电浓度综采工作面甲烷传感器T13201巷(距工作面煤壁线10m处)0.8%0.6%0.6%综采回风1#甲烷传感器T2 3201-3202巷(工作面以南第一个横川距3202巷道口1015m处)0.8%0.8%0.8%综采进风甲烷传感器T31.3103巷(距工作面煤壁线10m处)2.

50、320区(27)巷的三个进风甲烷传感(移变硐室以北,距27巷横贯口10-15m)3.320区(14)巷的三个进风甲烷传感(14巷监控分站以北,距14巷横贯口10-15m)4.3103(26)巷的一个进风甲烷传感(26巷监控分站以北,距26巷横贯口10-15m)0.4%0.4%0.4%综采回风2#甲烷传感器T6 3202巷(工作面以北已采过第一个横川口,距横川口以北10-15m处)0.8%0.8%0.8%综采回风3#甲烷传感器T6 3203巷(工作面以北已采过第二个横川口,距横川口以北10-15m处)0.8%0.8%0.8%上隅角甲烷传感器T0上隅角(机头第一架与煤帮之间,支架立柱向采空区延伸0.5m)0.8%0.6%0.6

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