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文档简介
工程例会
时间:2015年10月12日
地点:综采一队会议室
主持人:刘维君
记录人:沈浩
主要内容:研究W29031综采工作面在初采、回采过程中的施工方法,分析在施
工过程中可能存在的安全隐患以及应采取的相应的安全技术措施。
刘维君:本工作面为综合机械化采煤工作面,所采煤层为9煤层,煤层平均厚度为
1.7mo在回采过程中随工作面及两顺帮顶压力逐渐显现应采取开帮、拉底措
施;帮顶破碎应采取备棚、补打锚杆(索)等措施对帮顶进行加强支护。
王冲:本工作面为仰采,帮顶不好时及时拉移超前支架,打出伸缩梁及护帮板,
防止煤壁片帮、顶板掉块伤人。
李开峰:加强设备的预防性检修,减少因设备损坏而产生的中断影响。在操作过程
中,操作人员要掌握施工工艺方法,为回采提供有利保证。
王明立:采煤机割煤时,随时检查作业区域风流及煤壁的瓦斯浓度,瓦斯浓度达到
1%时,严禁作业。
张庆林:回采时工作面应随底板变化随时进行调整,控制好运输机头尾窜量。严禁
随意破顶、底板岩石,做好煤岩分运、煤水分流,提高煤质。
沈浩:若遇特殊地质构造时,应掌握好顶、底板层位,控制好工作面采高。
刘铁坤:采煤机司机要注意片帮及滚筒甩块伤人,加强工作面前后三角点的维护。
刘英超:拉移变电列车时绞车司机精力集中,听清信号后再动车,避免发生误操作。
高崇:机头、尾回收作业必须做好安全确认,帮顶状态不好及时补强支护。
郝德祥:运、回顺超前支护采用替棚支架支护,替棚支架必须保证成一条直线,并
给足初撑力。
参加人员签字:
队长书记副队长副队长副队长
技术员技术员班长班长老工人
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第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
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-375m水平采区名称西二采区
地面标高76.6〜77.4m井下标高-407.0——428.4m
地面的相本工作面地表位于兴隆屯村西侧的广阔田野中,地表地势平坦,有大隆矿变
对位置电所至矿区其它变电所的高压线路通过地面。
回采对地面设
回采引起地表下沉
施的影响
本工作面东侧以西二9031回顺外5m为界;西侧以西二9031与西二9051
井下位置及
相邻关系运顺阶段煤柱为界;南侧以FW"断层为界;北侧以西二大巷保护煤柱为界。
工作面长度(m)253可采走向长度(m)575面积(m2)139064.9
第二节煤层
工作面煤层情况见表2
表2煤层情况表
煤层平均
1.7煤层结构复合煤层倾角(°)2〜8°
厚度(m)
开采煤层9T煤层煤种长焰煤稳定程度稳定
本工作面所在采煤层为9-1煤层,为复合煤层,该煤层煤质及厚度
变化大,煤层最大厚度为2.5m,最小为1.2m,平均厚度为1.7m。本工
作面煤种牌号为长焰煤,煤层自然发火期3-6个月,本工作面上覆为7
煤层情况
层煤,最大煤厚10.03m,最小为3.60m,平均为5.51m,7层煤已回采
描述
完毕,7层煤与9-1层煤层间距平均为22.37m。本工作面下覆为9-2
煤层,最大煤厚2.31m,最小为0.75m,平均为1.29m,9-1层煤与9-2
层煤层间距平均为0.89mo
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第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板岩性情况见下表3、表4
表3煤层顶底板情况表
顶、底板名称岩石名称平均厚度(m)特征
灰色,胶结松散;白色以石
老顶粗砂岩15.37
英为主,分选差,松散。
岩性变化大,不同地段发育
直接顶粉砂岩6.35着泥岩、泥质粉砂岩、粉砂
岩,局部夹煤线
伪顶泥质粉砂岩0.65黑色,遇水成泥状
灰色,块状,有滑面,含植
直接底粉砂岩23.6
物化石
表4煤岩层物理性质一览表
岩
石容重含水率普氏硬抗压抗剪抗拉
名
称
g/cm3(g/cm3)度系数kg/cm2(kg/cm2)(kg/cm2)
粗砂岩2.383.202.542542238.60
细砂岩2.534.903.123123398.40
粉砂岩2.506.900.8786.83.90
泥岩2.554.701.2412479.87.00
9-1煤层1.3214.600.7473.802.60
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响见表5
表5断层情况表
断层名称倾向(°)倾角(°)落差(m)对回采影响
FW2-720055-605.5-12.0有较大影响
FW2-26450-6032有较大影响
褶曲情况对回采的影响
本工作面煤层呈一北高南低的单斜构+++造。煤层走向30〜120°,倾向120〜210°
倾角2°-8°,平均为6°。
三、其他因素对回采的影响
根据钻孔和实践分析,本工作面无陷落柱、无河流冲刷带局部有火成岩侵入体。
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附图1-2:工作平面图Ml:2000
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附图1-2:工作面运、回顺剖面图Ml:2000
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附图1-3:工作面切眼剖面图Ml:2000
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附图1-4:工作面综合柱状图Ml:300
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附图1-5:井上下对照图Ml:10000
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第五节水文地质
本工作面水文地质复杂,老顶发育有中砂岩为主要含水层,局部顶板有少量淋水,工作面
上方为西二705、西二703、西二701采空区,运顺外侧为西二9051采空区。工作面涌水量一
3
般为5m3/h,最大为10m/ho
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况:(表6)
表6影响回采的其它地质情况
瓦斯预计绝对瓦斯涌出量24.61m'/min
煤尘煤炸指数44.06%
煤的自燃倾向性煤自燃危险程度为二级,自燃发火期为3-6个月
地温危害地热正常,生产中地温22度左右
冲击地压危害本工作面无冲击地压危害
二、瓦斯来源分析
根据西二9031运回顺及切眼掘进期间瓦斯涌出情况分析,预计本工作面回采期间绝对瓦斯
涌出量为24.61m3/min,相对瓦斯涌出量为7.79m7t,本工作面回采期间主要瓦斯来源为本煤层
及临近层采空区。
三、冲击地压和应力集中区
根据该工作面区域采动情况和地质条件分析,本工作面无冲击地压现象。
四、地质部门的建议
1.本工作面顶板为复合顶板,岩性变化大,破碎,压力大;煤层为复合煤层,节理裂隙发
育,在回采过程中应加强帮顶动态监测和管理,防止掉顶、冒顶,片帮等伤人事故发生。
2.加强通风工作,注意防尘,加强瓦斯管理。
3.工作面过161、00481、158号钻孔警戒线及附近和断层附近时,提前编制过钻孔和过断层
的安全技术措施,应加强顶板管理,预防水和瓦斯涌出。
4.回采期间可能造成工作面局部有淋水现象,应加强对顶板淋水的观察,采取挡水措施,
防止顶板淋水影响煤质。
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第七节储量及服务年限
一、储量
1、工业储量:139064.9X1.7X1.32=312061.6t
2、工作面设计回采率:95%
3、可采储量:312061.6X0.95=296458.5t
4、采区回采率:(348774.7+21291.6)/(367131.3+21291.6+81393+19118)=76%
二、工作面服务年限
1、工作面的服务年限=可采推进长度/(设计月推进长度x采区回采率)
=575/(127.6x0.76)=6(月)
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第二章采煤方法
本工作面采用倾斜长壁后退式采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
本采区设计为双翼开采,西二9031运顺与西二9031运顺材料道连通,西二9031运顺材料道
与西二大巷连通;回顺经西二9031回顺材料道与西二大巷连通。
二、工作面运顺、回顺、切眼布置及支护方式
工作面运、回顺、切眼均沿九煤层布置,支护方式均为锚网与锚索联合支护。
运顺:矩形断面,宽5.0m,中高3.0m,断面15.中2。
回顺:矩形断面,宽5.0m,中高3.0m,断面15.中2。
切眼:矩形断面,宽7.2m,中高3.0m,断面21.6m2o
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、回采工艺:本工作面采用综合机械化回采工艺,采用MG250/556-WD型采煤机落煤,
滚筒螺旋叶片装煤,ZY6800/15/35与ZY6400/13/27A液压支架支撑顶板,全部垮落法控制顶板,
运煤采用SGZ-880/800刮板输送机,经由运顺SZZ-800/315转载机到运顺可伸缩胶带输送机运
出,落煤至西二2‘皮带道一西二2’皮带道煤仓一西二1”皮带道一主井煤仓。工作面设计采高为
1.7m,正常回采时采高控制为1.7-2.5m,采煤机截深0.8m。
2、工艺顺序:采煤机向机头(机尾)割三角煤一割透之后,向机尾(机头)割煤f移架支
护一推运输机机头(机尾)一追机移架支护工作面顶板一依次推移运输机一采煤机到机尾(机
头)斜切进刀后一移架支护,推运输机机尾(机头)。
3、三三整理:采煤机向机头(机尾)割煤,采煤机司机手指口述一截割到机头(机尾)后,
向机尾(机头)斜切进刀割煤,采煤机司机手指口述一移架支护(支架工手指口述)一依次移
架推运输机机头(机尾)(支架工、运输机司机手指口述)f清理架间浮货(扫货工手指口述)
一采煤机到机尾(机头)后向机头割煤(采煤机司机手指口述)一依次移架推运输机机尾(机
头)(支架工、运输机司机手指口述)一班后自评,班长考核一清点人数,集体升井。
4、割煤及进刀方式:采用MG250/556-WD型电牵引采煤机双向割煤,截深0.8m,牵引速度
0-10m/mino采煤机自开缺口往返一次进两刀,端头斜切进刀割三角煤,进刀段长度30m,进刀
方式见附图2-3采煤机进刀方式示意图:
(1)采煤机向左牵引割至工作面左端;
(2)降左滚筒升右滚筒,采煤机向右牵引,收好底刀,沿工作面运输机弯曲段斜切入煤壁;
(3)当采煤机全部进入工作面运输机直线后,把工作面运输机推直靠煤壁,采煤机升左滚
筒降右滚筒,采煤机向左牵引割掉三角煤;
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(4)采煤机割至工作面左端后,降左滚筒升右滚筒,采煤机向右牵引收好底煤;
(5)采煤机向右牵引正常割煤,随着采煤机向右牵引,依次推移工作面运输机。
5、移架支护顶板:采煤机割煤过后,及时打出伸缩梁、护帮板,临时支护顶板,距采煤机
底刀滚筒2-3架方可开始移架,及时支护顶板。
6、推运输机:移架之后距采煤机底刀滚筒20m以上开始依次顺序推运输机,推运输机时最
小弯曲段不小于20m,推运输机要注意相邻支架协调操作,不得将运输机推成急弯,要分2〜3次
推移到位,采煤机斜切进刀退入直线段后再推移运输机机头(机尾)。
7、清理浮煤:推移运输机后,将架前浮煤清入运输机内,为移架做好准备。
二、工作面正规循环生产能力
据公式W=LShyc计算:
W=LShyc=253X0.8X1.7X1.32X95%=431.4t
式中:W一工作面正规循环生产能力,431.4t
L-工作面平均长度,253m
s—工作面循环进尺,0.8m
h—工作面设计采高,1.7m
Y-煤的容重,1.32t/m3
c—工作面回采率,95%
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附图2-1:采煤机进刀方式示意图
采煤机斜切进刀图
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第三节设备配置
一、工作面主要设备情况(表6)
表6工作面主要设备情况
设备名称规格型号数量备注
采煤机MG250/556-WD1分
刮板输送机SGZ-880/8001台
转载机SZZ-800/3151台
破碎机PCM1601台
ZY6400/13/27A127组
液压支架工作面
ZY6800/15/3539组
ZYG6400/13/27A2组机头
过渡支架
ZYG6800/15/353组机尾
端头支架ZTZ22500/19/35C2组机头
替棚支架ZT9200/19/352套运回顺各1套
LRB400/31.52台工作而
泵站
BPW125/31.51台检修泵
KBSGZY-800/6/3.31台运贞
移动变电站
KBSGZY-1250/6/1.22台运顺
回柱绞车SDJ-281台运顺
二、工作面机电设备布置示意图:附图2-2
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附图2-2:工作面机电设备布置示意图
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第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
根据经验公式:
P=(nXm/(kp-1))Xr=(2X3.5/(1.3-1))X2.5=75t/m'O.58MPa
式中:P一工作面支护强度
n一动载系数,取2
m—取最大采高3.5m
kp—松散系数,1.3—1.4,取1.3
r一直接顶岩石容重2.5t/m3
根据《铁法矿区煤层顶板分类手册》及邻近工作面实际观测情况结合计算结果可知,预计
本工作面顶板压力为0.58MPa,而该工作面液压支架的支护强度为IMPa,大于0.58MPa,满足支
护强度要求,另外该工作面底板粉砂岩的抗压强度为8.68Mpa,而该支架对底板比压为3.62MPa,
小于底板粉砂岩的抗压强度,故支架参数合理。
二、乳化液泵站
(-)泵站选型、数量
工作面共用乳化泵3台,其中LRB400/31.5型乳化泵2台,BPW125/31.5型乳化泵1台,
泵箱1个,容积为2500L,进液使用1根DN32K高压胶管,回液为1根DN50mm高压胶管,其中
正常生产时使用LRB400/31.5型乳化液泵向工作面供液,BPW125/31.5型乳化泵用于检修。
(二)泵站设置位置:泵站安设于工作面运顺变电列车上。
(三)泵站使用规定
正常生产时使用BRW400/31.5型乳化液泵向工作面供液,停产检修时使用BRW125/31.5
型乳化液泵供液。泵站压力不得小于30Mpa,乳化液配比浓度必须在3%-5%之间,保证乳化
液自动配比装置和自动给水装置灵敏可靠,状态良好,每班至少检查3次乳化液浓度,发现浓度
不符合要求时,及时填加乳化油,并注意水量,防止泵箱吸空。
第二节工作面顶板管理
一、工作面正常工作时期顶板支护方式
工作面顶板支护方式为液压支架及时支护,追机依次顺序擦顶移架,顶板管理采用全部垮
落法。工作面共布置液压支架174组,其中ZTZ22500/19/35C端头支架2组,ZYG6400/13/27A过渡
支架机头侧2组,ZYG6800/15/35过渡支架机尾侧3组,ZY6400/13/27A中间支架127组,
ZY6800/15/35中间支架39组,工作面最大控顶距4800(5000)mm,最小控顶距4000(4200)mm,梁
端距400mm,支架中心距1.5m。
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二、工作面正常工作时期特殊顶板支护方式
当工作面出现超前片帮或顶板破碎时,在采煤机顶刀滚筒后及时带压移架并打出支架伸缩
梁、护帮板。
三、各工序间的作业距离
正常移架滞后采煤机底刀滚筒2-3架;特殊时期出现煤壁片帮或顶板破碎时追机移架,随
采煤机顶刀滚筒割一架拉一架;清货与移架之间的距离10m以上,清货位置滞后采煤机底刀滚
筒15m以上。
四、特殊时期的顶板控制
工作面初采、过钻孔、过断层及收尾时的顶板控制另行编制专项安全技术措施。
第三节运顺巷、回顺巷及端头顶板管理
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
(-)运顺巷、回顺巷的超前支护
1、根据工作面压力的实际显现情况,采取以下相应的支护形式,支护长度距离工作面煤壁
不小于20m。
2、运、回顺超前支护均使用ZT9200/19/35替棚支架支护,运顺从端头向外在转载机两侧
各安装3组超前支护替棚支架,与破碎机距离控制在0.2m以上。回顺3组替棚支架安装在尾架
前超前支护,两替棚支架中心距2.0m,两顺替棚支架最小支护高度1.9m,最大支护高度3.5m,
移架步距1.6m,最小支护长度21.58m,最大支护长度25.58m。
3、在工作面回采过程中,若替棚支架前及每组替棚支架架间顶板出现局部网兜下沉,有压
力显现,则视顶板情况打一排或两排单体带帽点柱加强支护,柱距900mm,使用600-800mm长的
专用松木顶帽(或皮带顶帽)托住网兜,控制顶板下沉量(或者施工一排至三排单体钱接顶梁)。
4、若替棚支架前顶板破碎,出现大面积网兜下沉,顶板压力较大,则在替棚支架前架设一
梁四(三)柱单体木棚(工字钢棚),单体圆木棚(工字钢棚)进入替棚支架后,与替棚支架形
成联合支护的支护方式,棚梁规格为直径不小于180mm,长度不小于4.5m的松木(工字钢梁规
格为长度不小于4.5m),棚距900±50mm,单体支柱规格为DZ-3.5(或DZ-2.8m),初撑力不小
于90kNo如上述支护方式仍无法有效控制顶板,还可视现场顶板情况缩小棚距为600±50mm,
以有效控制顶板。
(二)运顺巷、回顺巷(回风钻场)局部区域的加强支护
1、当运顺巷、回顺巷(回风钻场)超前支护外局部地点出现失效锚杆或锚索时,应按原支
护设计重新补打锚杆或锚索进行支护。若顶板较完整且下沉量较小,也可在距铁道外侧500mm位
置对应顶板钢带打点柱加强支护,点柱形式可根据实际情况,采用U型钢点柱、工字钢点柱或单
体带帽点柱。若顶板较破碎或大面积下沉时,应架设单体木棚、工字钢棚(视顶板情况,施工一
排至三排单体较接顶梁)。
2、回顺钻场距工作面20m时,在钻场内按间排距800mmX800mm施工单体带帽点柱加强支
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护。距工作面20m以外钻场内顶板下沉时,采用单体点柱加强支护(每根钢带下至少打2棵单
体带帽点柱),若单体点柱无法有效控制顶板时,在钻场内架设一梁三柱单体木棚加强支护(棚
总巨1000±50mm)。
3、单体木棚规格为:棚梁规格为直径不小于180mm的松木,长度根据巷道断面确定,单体
支柱规格为DZ-3.5(或DZ-2.8m),单体支柱垂直于棚梁,距巷帮至少200mm以上,初撑力不小
于90kN。棚距900±50mm,棚高根据巷道断面及生产需要确定,梁上用1.2m或1.6口木样在棚
梁中心及两端各刹一个字形木垛接顶,刹样不少于三层,棚梁两端及中心位置各打一排劲
木。在距铁道外侧500mm位置各打一排中心柱,形成一梁四柱。在倾斜巷道中,必须给出巷道
坡度1/8的迎山角。
4、单体工字钢棚规格为:棚梁长度根据巷道断面确定,单体支柱规格为DZ-3.5(或DZ-2.8m),
单体支柱垂直于棚梁,距巷帮至少200mm以上,初撑力不小于90kNo棚距900±50mm,棚高根
据巷道断面及生产需要确定,梁上用1.2m或1.6m木样在棚梁中心及两端各刹一个字形木
垛接顶,刹样不少于三层,棚梁两端及中心位置各打一排劲木。在距铁道外侧500mm位置各打
一排中心柱,形成一梁四柱。在倾斜巷道中,必须给出巷道坡度1/8的迎山角。
(三)超前支护20m范围的顶板采动压力估算:
Q采=20X4/3义yXa7f
=20X4/3X26X(2.5)2/0.85=5098(kN)
式中Q采---超前支护采动压力,kN。
Y——岩石重力密度,取26kN/m3o
a——巷道跨度的1/2„
f——岩石坚固性系数,取0.85。
按照下列公式对替棚支架的实际支撑能力进行计算:Rt=kgkzkbkhkaRn式中:
Rt——替棚支架实际支撑能力。
kg——工作系数,取0.91。
kz——增阻系数,取0.85。
kb——不均匀系数,取0.80
kh——采高系数,取0.95。
ka——倾角系数,取0.8。
R——支架额定工作阻力,kN。
n——替棚支架组数。
运、回顺替棚支架实际支撑能力分别为:
Rt=(0.91X0.85X0.8X0.95X0.8)X9200X3=12980(kN)
经过核算,运、回顺替棚支架的实际支撑能力均大于超前支护范围内的顶板采动压力,支护
强度可靠。
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二、工作面安全出口的管理
(一)端头支护形式
工作面前端头采用ZTZ22500/19/35C端头支架进行支护,过渡支架采用ZYG6400/13/27A
掩护式液压支架进行支护,后端头使用ZYG6800/15/35掩护式液压支架进行支护。
当端头支架与巷帮距离大于1.0m时在支架与巷帮之间施工一排单体液压支柱,柱距0.9m;
当端头支架与下帮距离超过1.6m时,在支架与巷帮之间施工双排单体液压支柱,排距0.8m,柱
距0.9口。根据生产需要若替棚支架超前拉出1.6m时,将运顺端头支架回转梁打出,回顺尾架伸
缩梁打出,与两顺替棚支架预先给出的伸缩尾梁形成联合支护,保证两者之间距离不大于0.5m。
若大于0.5m时,则采取加打单体带帽点柱的方式对顶板进行加强支护,以有效控制顶板状态。
(二)质量要求
工作面运、回顺安全出口高度:运顺不得低于2.5m,回顺不低于2.2m,宽度不小于0.8m,
安全出口范围严禁堆放物料、杂物,并设专人维护。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
根据矿压资料分析,西二9031工作面运顺受相邻西二9051采空区影响,可能出现两帮移
近及底鼓现象,预计矿山压力显现比较明显,西二9031工作面回顺巷道两帮移近量不明显,巷
道底鼓量较小,各地点离层指示仪未显示明显离层现象,表明运顺巷道矿山压力显现不明显,
巷道支护状况良好。
为准确掌握巷道围岩的变化情况,由专业技术人员定期对回采巷道各测点进行矿压观测,
根据观测结果及时将矿压资料及加强支护方案反馈给我单位。
二、观测方法
工作面顶板采用YHY60(B)型矿用数字压力计进行实时动态监测,机头、机尾各安设2个矿
压表,工作面间隔25架安设一个矿压表,并由地测科矿压组将监测结果汇报有关单位和领导发
现问题及时采取措施进行处理。运顺每隔50m设置一处顶板观测站,回顺每个抽采钻场设置一
处观测站,并通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况,通过监测巷道相对变形量,从而判
定顶板的稳定性,监测顶板稳定状况并及时采取安全措施。
附图3T:工作面回采工艺示意图
附图3-2:前后端头顶板支护示意图
附图3-3:工作面正常回采顶板支护示意图
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铁能•铁力大隆
,mHmeY1U1COKSIM10KKU&NG西二9031综采工作面采煤作业规程
附图3-1:工作面回采工艺示意图
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铁能•铁力大隆
,mHmeY1U1COKSIM10KKU&NG西二9031综采工作面采煤作业规程
附图3-2:前后端头顶板支护示意图
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铁能•铁力大隆
,mHmeY1U1COKSM10KKU&NG西二9031综采工作面采煤作业规程
附图3-3:工作面正常回采顶板支护示意图
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铁能♦铁煤・大隆
ATHUI0CYUUCOKSIML0KXUM西二9031综采工作面采煤作业规程
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
(-)运煤设备及转载方式
本工作面采用MG250/556-WD型采煤机落煤,滚筒螺旋叶片装煤,运煤采用SGZ-880/800
刮板输送机,经由运顺SZZ-800/315转载机到运顺可伸缩胶带输送机一西二2,皮带道一西二2‘
皮带道煤仓~西二1"皮带道~主井煤仓,提升至地面。
(二)辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备使用矿车、材料车、平板车运输,由副井运至井底车场,在井底
车场和运输大巷用蓄电池电机车牵引,在准备和回采巷道用绞车运输。
二、移溜(转载机、破碎机等)方式
采用支架推拉缸推移工作面刮板输送机,推移步距为0.8m,转载机由前端头支架的推拉缸
配合滑移底座完成,推移转载机(破碎机)步距为0.8m。
三、运煤路线
西二9031运顺一西二2’皮带道f西二2’皮带道煤仓一西二:T皮带道一主井煤仓,提升至地面。
四、辅助运输路线
副井一井底车场一西一大巷一西二大巷一西二9031运顺材料道一西二9031运顺
副井一井底车场一西一大巷一西二大巷一西二9031回顺材料道一西二9031回顺
第二节一通三防
一、通风系统
(-)回采期间通风系统
1、北风井主要通风机房采用GAF26.6T8T型,电机功率1000KW两台主要通风
机,其中一台主要通风机运转,一台主要通风机备用。
2、回采期间直接影响西二9031工作面配风量的通风设施有。西二9031回顺材料
道一组调量风门。
3、西二9031工作面回采期间通风方法采取矿井全负压通风,通风方式为“U”型,
运顺入风、回顺回风。
通风路线为:新鲜风流一副井一西一大巷一西二大巷一西二9031运顺材料道―西二9031
运顺f西二9031工作面一西二9031回顺一西二9031回风上山一西二总排一西翼-275总排一
北风井一地面。
(二)工作面需要风量计算
瓦斯涌出量预测:根据西翼9煤层赋存状况,瓦斯涌出主要来自开采层及邻近层。开采过程
22
扶能,铁煤.大隆
A“"XWUMMWIX西二9031综采工作面采煤作业规程
中,本煤层瓦斯主要是工作面煤壁和落煤瓦斯涌出;采空区瓦斯涌出来源于残留煤炭和邻近层
瓦斯。
1、按瓦斯涌出量计算
根据西二9051采场回采期间瓦斯涌出情况和西二9031运回顺及切眼掘进期间瓦斯涌出情
况,预计西二9031回采期间相对瓦斯涌出量为11.73m7t,推算西二9031工作面绝对瓦斯涌出
量(按日产3020吨计算)为q绝=11.73X30204-1440=24.61m7min所以,西二9031工作面绝对瓦
斯涌出量为24.61m'/min,其中预计瓦斯抽采量为17.23m'/min,剩余的绝对瓦斯量为7.38m7min
为风排瓦斯量。
风量计算如下:Q回=125XqXk=125X7.38X1.3=1200m7min
式中:Q回——按瓦斯涌出量计算的采煤工作面所需风量m7min
125——按回风流CH,浓度不超过0.8%的换算系数
q---风排瓦斯量7.38m'7min
k——瓦斯涌出不均衡系数取1.3
工作面实际需要风量:Q=1200m7min
2、按照二氧化碳涌出量计算:
Q2=67XqbcXk1K=67X0.36X1.6=38.6(mVmin)
式中:Q::——按二氧化碳涌出量计算的采煤工作面所需风量m7min
qbc——采煤工作面掘进期间回风流中平均绝对(瓦斯)二氧化碳涌出量,取
0.36m3/min。
kbc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.6
67——按掘进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
3、按气象条件计算:
Q:i=60X70%XVt.rXXK(;hX(产60X70%X1.OX10.584X1.2X1.1=586.8m7min
式中:Q:i——按气象条件计算的采煤工作面所需风量d/min
VC1——采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度选取,m/s;取1.0
S.——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小空顶有效断面的平均值计算,
10.584m2
K11,——采煤工作面采高调整系数,取1.0
Kc,——采煤工作面长度调整系数,工作面长度255m,取1.3
70%——有效通风断面系数;
60——单位换算产生的系数;
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铁能♦铁煤,大隆
,mHmeY1U1COKSIM10KKU&NG西二9031综采工作面采煤作业规程
表1采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温。C采煤工作面风速(m/s)
<201.0
20〜231.0~l.5
23-261.5~1.8
表2L—采煤工作面采高调整系数
采高(m)<22.0~2.5>2.5及放顶煤面
Kc„1.01.11.2
表3%一采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度(m)长度风量调整系数降
<150.8
15-800.8~0.9
80~1201.0
120~1501.1
150~1801.2
>1801.3~1.4
4、按工作面同时工作最多人数计算:Q1=4XN=4X29=116m7min
式中:Q「-按同时工作最多人数计算的采煤工作面所需风量m7min
4—每人每分钟需风量,m7min;
N一工作面同时工作最多人数;
5、按风速进行验算
(1)按最低风速验算,工作面的最小风量:
Seb=lebxherx70%=5.2X1.85X70%=6.73m2
Q最小=60X0.25Scb=60X0.25Scb=60X0.25X6.73=100.95m7min
式中:Q最小---满足采煤工作面最低风速的风量,m7min
SH,——采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;
屋——采煤工作面最大控顶距,m;
hCf采煤工作面实际采高,m;
0.25——采煤工作面允许的最小风速,m/s;
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