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文档简介
目录
第一章概况.......................................2
第一节工作面位置...................................2
第二节工作面地质情况...............................2
第二章采煤方法...................................5
第一节巷道布置...................................5
第二节采煤工艺...................................5
第三章顶板管理.....................................9
第一节支护设计.................................9
第二节工作面顶板管理...........................9
第三节两巷及端头支护..............................14
第四章生产系统.........................................
14
第一节运输、下料、压风、排水、通迅系统.............14
第二节一通三防与监测系统.........................15
第三节采煤施工设备与供电设计...................19
第五章劳动组织和主要技术经济指标...............25
第一节劳动组织...........................25
第二节主要技术经济指标....................25
第六章煤质、油质管理...........................26
第七章安全技术措施................................27
第一节一般措施.............................27
第二节顶板管理.................................29
第三节防治水.................................32
第四节爆破管理...........................33
第五节通、防及安全监测.........................35
第六节运输管理...............................38
第七节机电管理.............................48
第八节工作面刮板运输机管理.....................51
第九节其它.....................................52
第八章灾害应急措施及避灾路线.................55
附图
第一章概况
第一节工作面位置
该采面位于三区(9,层-300轨道左翼运,由(9#)层-300左一
上山与二上山构成的单采工作面。
该面对应地面为农田,无建筑物及水体。地面标高为+85m。工
作面位置及井上下关系见下表。
工作面位置及井上下关系表
水平名称-300m采区名称三区左翼
地面标高+85m井下标高-300〜-220m
地面相该回采工作面地表相对位置为农田,有安邦河干渠
对位置通过,开采深度较深,有第三季隔水层发育,对工
作面补水量较小,对回采影响较小。
回采对地面设该回采工作面地表相对位置为农田,无建筑物,回
施的相对影响采后对地表没有影响。
井下位置及与该面上部无采空区。左右两侧均未开采。
四邻关系
平均倾斜长度270m走向长度65-90m面积21300m2
第二节工作面地质情况
一、煤层情况
本工作面煤层较稳定,煤层倾角8-10°,煤厚平均1.1m,煤层普
氏系数(f)0.8o煤质结构为半光亮型与光亮型煤呈条带状互层,黑
色,。
煤层情况表
煤层厚度m1.1煤层结构简单煤层倾角8-10°
开采煤9硬0.8煤种肥气煤稳定程度较稳定
层度
煤层该区开采的为穹隆背斜西南部的93煤层,煤层稳定,倾角
情况为8-10°,煤层平均厚度为1.1m,平均开采深度340米,
描述煤尘爆炸指数39%O绝对瓦斯量0.03m7min,煤炭三级不
易自燃。
二、煤层顶底板
煤层顶板为0.27米的粉砂岩,基本顶为1.05米的细砂岩,夹有
0.05米的煤线,老顶为0.85米的中砂岩。煤层底板为0.5粘左右的
粉砂岩,见煤层综合柱状图
煤层顶底板情况表
顶、底板名称岩石名称厚度m
煤层顶板粉砂岩0.27m
基本顶细砂岩1.05m
老顶中砂岩0.85m
煤层底板粉砂岩0.5m
三、地质构造
据巷道揭露,本工作面没有大的构造发育,局部有顶板破碎现象,
对回采有一定影响,生产过程中根据实际情况进行调整。
四、水文地质
该区水文地质条件中等,主要为基岩裂隙水,该区上部有5号层
采空区,5号层与9号层层间距约为143米左右,5号层通过基岩裂隙对
下部形成一定的补给,但补给量较小,由于该处局部顶板较破碎,预
计工作面涌水量较大,预行最大涌水量为30m7h,当工作面遇到水
文地质变化及突水征兆时,应停止作业及时汇报采取针对措施后方可
作业成绩。
五、工作面技术参数
工作面平均倾斜长度270米,工作面走向长度65-90米,煤层厚度
平均为1.1米,地质储量:3.05万1;;
可采储量:本工作面采区回采率参考值定为85%,可采储量约2.6
万t。
服务年限=可采储量/设计月产量26000/6000=4.3个月
六影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
矿井为瓦斯矿井;煤尘有爆炸性,爆炸指数为39%;煤层三级不
易自燃,地温对回采无影响。
影响回采的其它地质情况表
瓦斯0.03m3/min
煤尘爆炸指数39%
地温危害无危害
冲击地压危害无冲击地压
七、工作面煤层综合柱状图
第二章采煤方法
采煤方法
根据本工作面巷道布置及设备配备情况,采煤方法采用走向长
壁后退式府采。落煤方式炮采落煤。
第一节巷道布置
一、采区设计、巷道布置
该工作面二上山与一上山均沿9号层煤上山布置。
二、二上山为工作面运输巷
1、支护形式:矩型巷道,锚杆支护,间距0.8m,排距0.8m。
2、净断面:净宽2.6m,净高2.4m,断面积6.24m?
3、巷道用途:运煤、入风、行人,运料。
三、一上山为工作面回风巷。
1、支护形式:矩型巷道,锚杆支护,间距0.8m,排距0.8m。
2、净断面:净宽2.4m,净高2.4m,断面积5.76nf
3、作用:回风、下料
四、工作面切眼
工作面利用一、二上山联络巷做切眼
1、支护形式:矩型巷道,锚杆支护,间距0.8m,排距0.8m。
2、净断面:净宽2.4m,净高2.2m,断面积5.28nf
六、工作面及巷道布置见工作面生产系统平面布置图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺:
工作面为单面开采,炮采落煤、人工装煤、刮板输送机运煤人
工管理顶板的方式进行回采。
二、回采工艺流程:
爆破落煤一人工装煤一刮板输送机运煤一移溜一支护一回柱放
顶。
三、工艺要求:
1、打眼:风煤钻人工打眼,单排眼布置。附爆破说明书(炮眼
布置图及药量计算表)。
2、落煤:爆破落煤,循环进尺深度为1m
3、装煤与运输:人工装煤及人工清扫浮煤,刮板输送机运输。
4、推溜:从溜尾至溜头顺序进行,溜子弯曲段长度移
溜子时必须做到溜子平、稳、直。
5、支护:工作面支护采用单体液压支柱戴木顶帽支护顶板,支
护形式为三、四排管理,见四撤一。支柱的排距为1m,柱距为0.75m,
木顶帽规格为600mmX150mmXlOOmmo溜子弯曲段处打设临时支柱,
临时支柱柱距为1.5m。
6、回柱放顶:回柱不得与打柱平行作业,当工作面形成四排支
护后,再将第四排支柱进行回撤,将回撤的支柱打在第三排支柱上作
为工作面加强支护。回柱放顶与打柱安全距离不小于15m。
四、打眼、装药放炮的安全技术措施:
1)打眼注意事项:
①打眼必须使用风煤钻。打眼工必须掌握风煤钻使用知识,打
眼前要检查风煤钻各部件完好情况,发现问题及时处理。
②打眼前要先检查风水管路是否完好,工作地点的顶板、煤帮,
及时处理煤帮活石,保证安全无隐患。
③检查一遍打眼区域内的支柱支护及煤壁、顶板、支柱完好情
况,严格执行“敲帮问顶”制度,将悬顶、罩头、伪顶等妥善处理,
确认安全后方可作业。
④打眼时,工作人员严禁戴手套,工作服纽扣要系好。
⑤打眼、装药、连炮时,严禁开输送机。
⑥打眼时,要避开炮窝,发现有拒爆、残爆,按规定处理。
⑦打完眼后,要及时把风煤钻及风水管拖出工作面,盘放在巷
道内距煤壁不小于10m外的不影响行人、运输、顶板支护完好的安全
地点。
2)、放炮方法及要求:
每3个炮眼为一组,即每次响3个炮眼。放炮作业要严格执行“一
炮三检”及“三人联锁放炮”制度。一次放炮距离不大于20米,单次
放炮距离不大于5米,炮后及时处理倒柱,煤壁罩头及顶板活石。
放炮前,其他人员都应撤离到工作面及顺槽内警戒线外顶帮完
好、支护齐全的安全地点,警戒距离不小于30米。
3)、放炮工措施:
⑴、打眼放炮工作必须在有人监护情况下作业,严禁单独作业。
⑵、放炮员要经培训后持证上岗,放炮器钥匙要随身携带。放
炮员必须自己连线,自己放炮。放炮母线不得小于30米。躲炮距离必
须在30米外安全地点。放炮后必须及时处理顶板及倒顶子。
⑶、打眼放炮时严禁开溜子,
⑷、放炮时必须执行“一炮三检”及“三人连锁放炮”制,放
炮前要设好警戒并大喊三声,至少再等5秒后方可放炮。
⑸、严禁使用失效炸药。雷管火药严禁混放。必须使用火药箱
并上锁,火药箱为木制,存放工作面80米外,顶板完好,干燥且远离
电器设备和导体的进风巷中。雷管、火药箱子安全距离不小于100m,
雷管、火药必须分装分运。
⑺、绑炮头时要避开电气设备和导电物体,并在顶板完好地方
进行,绑好的炮头两脚线必须扭结在一起。
⑻、放炮时必须使用放炮器,严禁明火放炮和放糊炮。
⑼、绑炮头时,雷管必须全部插入药卷内。严禁将雷管绑在药
卷外部。
⑩、放炮时必须使用水炮泥封孔,水炮泥以外部分用粘土炮泥
封满,封孔长度不能小于0.5米。严禁用其它物品代替水炮泥。
⑪、严禁在一个工作面使用两台放炮器同时放炮。
⑫、处理瞎炮时应距原炮眼30公分处平行打眼,二次起爆。处
理瞎炮必须有班长在现场指挥,当班未处理完的,放炮员必须在现场
同下班放炮员交代清楚。
⑬、放炮后,由班长、瓦检员、放炮员检查放炮地点通风、瓦
斯、煤尘、顶板、支柱、瞎炮情况,发现问题及时处理,确认安全方
可作业。
五、工作面平均循环生产能力
据公式:W=LxSxhxrxc
=77.5X1.0X1.1X1.3X97%
=107T
式中:W一工作面正规循环生产能力t
L—工作面合计平均长度m
S一工作面循环进尺m
h一工作面设计采高m
r一煤的密度t/nf
c一工作面采出率%
六、人工出煤和浮煤清扫要求
⑴出煤时两人一组,每人必须有一把把长不少于0.5m的尖锹。
⑵进入输送机前出煤时必须先打设临时支护,在有效支护的掩护
下进行,严禁空顶作业,临时支护的柱距为1.5m。
⑶出煤时,从后向前,两人一组,一人观察、照明、监护顶板情
况。
⑷出完煤后,将输送机停下,班组长检查无隐患后,指挥工人按
顺序将输送机推进到煤壁,在输送机后按要求支设正规支柱,及临时
支护,然后再清扫输送机后余煤。
⑸操作移溜器时,应一人操作,一人在其一侧照明监护。监护人
发现不安全隐患时,及时提醒操作人员停止操作,处理完隐患后再操
作,以确保安全。人员需跨越输送机时,必须坚持停止输送机再跨越,
严禁输送机运行时跨越。出煤期间,必须坚持每30分钟左右停输送机
约5分钟,进行敲帮问顶,严禁空顶作业。
⑹如遇到顶板破碎、二合顶和断层等特殊地质构造,必须及时与
技术部门沟通,制定相应的安全技术措施后再作业。
⑺采空区1.0m范围及控顶区内浮煤必须清扫干净,严禁任何人或
身体的任何部位进入或探入采空区,清扫采空区浮煤时,必须用把长
1.0m的工具清扫。
七、初采安全技术措施
1、初采时,单体支柱、顶梁数量充足,支护有效,严密接顶,
保证支撑有力。
2、工作面初采前,要将所需的备用支护材料在两巷按要求备齐备
足,上下两巷超前支护完好,保证数量及支护质量。
3、当工作面所有设备调试完毕,进行联合试运转后,方可准备生
产。
4、工作面初采前,由当班班长负责对工作面进行敲帮间顶,发
现问题及时处理。
5、处理隐患时,施工人员必须在顶板完好,支护完整的掩护下
作业,并清理好退路,同时必须有专人负责观察顶板及退路情况,发
现问题立即停止作业,等处理后再作业。
6、在施工过程中,施工人员必须对自己所在工作地点的顶板随
时进行观察,发现问题及时处理。
7、施工人员在处理安全隐患时,班长必须指定有经验的人员两人
一组;一人处理,一人负责观察顶板。
8、初采时,将工作面刮板输送机调成一条直线,并尽可能推向煤
壁。
9、加强两巷及工作面的支护管理,所有支柱必须支到硬底,达到
初撑力要求,来压时视来压强度及时增大支护密度,对失效的单体支
柱及时更换,防止端头冒顶事故发生。
10、来压时要加快推进速度;保证支柱状态良好,支柱平、直、齐,
确保安全生产。
11、加强工作面的支护及回柱放顶管理,支柱间距、空顶距及支护
及回柱放顶具。
12、初采期间,成立领导小组,深入现场跟班指挥,其成员由有组
长:生产区长。组员有:副区长、队长、班长组成。
八、调采措施:
本工作面在初采时及正常回采时因受地质构造影响,须进行调采
作业,待工作面调采至与上下巷垂直后方可进行正常回采,特制定调
采措施如下:
1、所有进入工作面的人员必须严格执行敲帮问顶制度,将顶板
活石,罩头及时处理掉,严密监视顶板变化情况,确保作业在顶板压
力稳定情况下进行。
2、加强工作面调采分茬点处顶板支护工作,分茬点处回柱放顶
要滞后头排支护3—5米,不可平行头排支护,以保证分茬点处顶板
稳定,确保安全生产。
3、加强工作面支柱打设的质量,尽量使支柱打设成一直线(分
茬点处除外),保证切顶平齐,加强柱要按要求打设牢固,不得缺柱。
4、调采分茬点处打眼放炮工作要执行浅打眼,少装药,放小炮
的原则,放炮后要尽量保证移溜子后溜子的弯曲度符合作业规程要
求。
5、加强工作面浮煤回收工作,人行道内不准有浮货、肝石或其
它材料,确保行人畅通。
6、调采作业过程中,安检员要全班协同班队长指挥作业,及时
发现和处理存在的隐患,对可能出现的重大隐患要及时通知全队组人
员撤离工作面,然后进行处理,确保调采工作安全生产。
第三章顶板管理
第一节支护设计
设计主要内容表
采煤方法走向长壁后退式两工作面长65-90m
府采
落煤方式爆破落煤倾角8-10°
循环进度m1.0平均采高m1.1m
作业方式三班作业工作面运输机SGB-40T
顶板管理三、四排管理支护形式单体配顶帽
一、工作面支护设计
1.合理支护强度的计算
(1)采用经验公式计算:
据公式
Pt=9.81xhxrxk
式中:
h-米图m;取1.1
r-顶板岩石容重取2.5T/历3
k-工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比;取6
2
经计算得Pt=162kN/m
(2)支柱实际支撑能力计算
据公式:
Rt=KgXKzXKbXKhXKaXR
式中:
Kg—工作系数0.99;
Kz-增阻系数0.95;
Kb—不均匀系数0.9;
Kh-米高系数1.0;
Ka—倾角系数1.0;
R一支柱额定工作阻力245KN;
经计算得花=207.38KNo
2.工作面合理的支护密度计算
据公式,
段
式中:
P.—工作面合理的支护强度,KN/m2;
R-支柱实际支撑能力,KN/根;
n=支柱密度,根/m?
经计算得n=162/207.38=0.78根/m?
3.确定排距、柱距
根据炮采工艺要求,工作面基本支架的排距为1.0m,则基本支架的柱
距为:
L柱=1+(L排Xn)
式中L#:工作面支柱排距
经计算得L柱=1.28M.
根据以上计算的支护强度,确定工作面选用DZ系列单体液压支柱,
排距为1.0m,柱距为0.75m,完全符合支护强度要求。工作面采用“三、
四”排管理,最大控顶距3.8m,最小控顶距2.8m。
DZ系列单体液压支柱技术特征表
工DZ06DZ08DZ10DZ12DZ14DZ25
工作阻力KN245
工作压力Mpa38.2
初撑力吨45557-87-8
泵站压力Mpa18
最大高度mm6508001000120014002500
最小高度mm51059072087010001700
行程mm140210280330400800
缸体直径mm100
底座面积cm2113
使用工作
含2%〜3%乳化油的乳化液
液
说明:根据工作面采高变化及时更换相应的单体液压支柱。DZ25
型单体液压支柱用于巷道超前支护使用。
1、泵站安设在三区(9,)层-300左二上山回风绕道处。用一寸
铁管与胶管向工作面供液。
2、泵站必须安放平稳,固定牢固,停放在顶板完整,无片帮、
无淋水处。
3、坚持使用乳化配比仪,乳化液浓度必须保证223%以上,曲
轴箱内润滑油合格,油位在油位线之间,油槽内润滑合格,油绳放置
合理,并有合格的过滤网。
4、泵站压力表动作灵活,压力达到额定值,必须保证不低于
18Mpa。
5、泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。
6、曲轴箱内温度不得高于50°,不低于5°。
第二节工作面顶板管理
一、正常作业期间顶板支护方式
1、工作面顶板管理
本工作面采用DZ型单体液压支柱支护顶板,基本支护形式采用
“三、四排”支护方式,即见四撤一;工作面备有不少于10%棵备用
支柱便于对失效的支柱进行及时更换,工作面推进移溜子后将未排加
强柱回撤打设在头排,作为头排正规支护,当打设距离达到规程要求
的安全距离时,再回撤末排支柱打设在第三排上作为工作面的加强支
护,实现“三、四”排管理顶板。工作面所有支柱带木顶帽,顶帽规
格600X150X100mm,柱距750mm,排距1000mm。
2、采空区处理
采空区采用全部跨落法管理
二、正常工作时期的特殊支护方式
1、工作面基本支柱形成后,若顶板破碎、断层等特殊地质构造
地段,必须及时加强支护。
2、进入输送机前出煤时必须在临时支柱的保护下进行。临时支
柱柱距1.5m,严禁空顶作业。
3、推移刮板输送机时,应分次推移到位。溜子弯曲段推进达到
0.6m时,必须打设临时支护,临时支护沿溜子边缘打设,柱距1.5m,,
待输送机移到位后坚持先支后回的原则对临时支柱依次整改并及时
支于输送机后,形成输送机后正规支护。
4、临时支柱要见顶见底,迎山有力,严禁支在浮煤浮砰上。
三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离
(一)、回柱放顶方法
1、工作面作业地点四排基本支柱形成后方可进行回柱,回柱时
必须每组两人,一人观察顶板,一人回撤。分段进行回柱放顶工作时,
回撤分段距离大于20m,每段单向回撤分茬点选在顶板完好处,并严
格执行敲帮问顶制度,确保退路畅通。
2、回柱时,作业人员在待回支柱的斜上方,在有效支护的掩护
下,使用带有长绳的卸载扳手回撤,严禁人体任何部位探入空区。
3、工作面备用支护材料,分类码放于材料道内。
(二)、回柱放顶与其他工序的安全距离
1、回柱放顶工作在工作面第一排基本支柱支设完成后进行。
2、回柱放顶工作,严禁与出煤、装药、爆破等工序平行作业。
3、回柱放顶与支柱距离不得小于15m;支柱与移溜距离不大于15m;
四、断层及顶板破碎时的顶板管理
1、顶板破碎时的顶板管理
⑴先在顶板破碎区的上下方加强支护,防止范围扩大,然后按
顺序支护顶板,选用与高度相适应的单体支柱。
⑵人员必须在支护完好情况下作业,严禁空顶作业,输送机前
临时支柱必须严格按规程措施执行,任何人不得随意增大支柱间距。
⑶工作面遇二合顶、顶板破碎,单体支柱戴顶帽无法正常支护
等特殊地质构造时,及时扶设板棚支护(超出破碎顶板范围上下各
2m)o
⑷加强工作面顺槽顶板两帮的检查,特别是受采动影响范围之
内巷道的顶板及两帮,每班必须有区队干部、班长进行检查,发现问
题及时处理或及时汇报调度室通知有关部门进行处理。
2、过断层顶板管理
⑴断层地段加强拉底作业,拉底后顺好刮板输送机,输送机上
沿距顶板不小于0.5m,严禁留有顶、底煤。
⑵加强断层处的顶板管理,断层面要加打俄柱、俄棚,防止断
层面破碎漏顶。若断层上、下盘边沿处顶板破碎,可在断层两盘各架
设不少于2组的板棚支护,并刹严顶板,棚距不大于0.75米;
⑶断层处压力较大时,可在断层地段切顶排打木垛,加强此地
段的顶板支护强度。
⑷断层处放净顶煤活石,卧底顺平输送机(输送机上沿距顶板
不低于0.5m)。断层处要根据采高,及时调整支柱高度进行支护,严
禁支柱超高使用。
⑸断层地段挑顶拉底作业时,砰石要人工翻入采空区,严禁装
入刮板输送机而影响煤质。
⑹工作面构造地段顶板破碎处必须架棚加强支护,确保接顶严
实,防止漏砰伤人。
⑺出煤时,断层、二合顶处作业人员首先对顶板条件、支护强
度等做全面检查,做好敲帮问顶工作,处理掉活肝、顶煤,加强支护
强度,为出煤创造良好的安全环境。
第三节两巷及端头支护
一、溜头支护
溜头采用两对四架“一梁三柱”钢梁支护,迈步式前移。钢梁长
3000mm,对梁间距200mm,每对梁中心距为700mll1,工作面溜头滞
后支护采取四排单体液压支柱支护,头两排打对柱加强支护,柱距
为750mm、排距1000mm,滞后支护距离不得大于6米,顶板破碎或溜
头压力增大时可在溜头切顶排加打两架木垛支护。其它空顶区按要
求打齐支柱(详见溜头支护布置图)
二、溜尾支护
溜尾架打设鸭咀棚子维护安全出口,切顶排与工作面平齐,若顶
板压力大,可在溜尾二、三排支柱间补打木垛加强支护。
三、巷道超前支护
工作面两巷超前支护20米。溜头顺槽采用双排单体支柱架钢梁
支护,柱距1米,排距1.2米,钢梁长1600mm,随工作面推进向前
翻打。回风巷采用双排单体支柱带木顶帽支护,柱距1米,排距1.2
米。
第四章生产系统
第一节运输、下料、压风、排水、通讯系统
一、运煤系统
工作面f二上山f-300左皮带运输巷f-300皮带下山f主皮带
井地面。
二、下料系统
地面f450轨道下山一450井底车场f-120运输巷f三区轨道下
ill-300左轨道运输巷一联络横川一300左回风巷一一上山一工作
面。
三、压风系统
三区压风胴室--300左运输巷一9号层一(二)上山f工作面。
四、排水系统
本工作面为倾向布置,工作面给水通过自然下泻经-300左运输
巷与-300左回风巷排至-300水仓,然后逐级排至地面。
五、通讯系统
在本工作面溜头前5-10米处安设矿用防爆电话一台,与矿调度
中心和采区调度室直接连接。
第二节一通三防与监测系统
一、通风设施设置
在9号层二上山回风绕道处打设调节风窗一个,便于对液压泵
站进行风量调节,在-300左轨道运输巷与回风巷联络横川处打设正反
两道行车风门,并留设调节风窗。工作面由二上山进风,一上山回风,
形成工作面“u”型通风系统;
二、工作面实际风量的计算
1、按瓦斯涌出量计算:
据公式:
Q采=100Xq采XKCH4
=100X0.03X2=6m3/min
3
式中:Q采一工作面实际需要风量m/min;
3
q采一工作面瓦斯绝对涌出量0.03m/min;
KCH4-工作面瓦斯涌出不均匀系数,炮采面可取
1.4〜2。
2、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量:
据公式:
Q采=4XN
=4X27=108m^/min
式中:Q采一工作面实际需要风量m3/min;
N-每班最多工作人数,27人;
3、按炸药用量计算:
据公式:
Q采=25XA
=25X1.25=31.25m^/min
式中:Q来一工作面实际需要风量m3/min;
A-采煤工作面一次爆破的最大炸药用量1.25kg;
4、按工作面温度计算:
Q«=60XVXS温
=60X1.0X3.63=217.8m3/min
式中:V—工作面适宜风速,1.0m/s;
S一工作面平均断面积,2.5m2;
5、工作面风量选取:
工作面风量取最大值,即:217.8m3/mino
6、按风速进行验算:
15SWQ采W240s
15X3.63<Q采<240X3.63
54.45m3/minW217.8m3/minW871.2m3/min符合《煤矿安
全规程》的规定。
式中:
S—工作面的平均断面3.63m2;
7、确定工作面实际需要风量:
根据上述计算,确定该采煤工作面实际需要风量为217.8m3/min,
能满足生产要求。
三、通风路线(详见通风系统图)
工作面采用“u”型通风方式:
新风:地面一皮带井(二主井)一300轨道下山一300运输石
门f-300左运输巷一9号层二上山一工作面;
乏风:工作面f一上山f-300左回风巷f-300回风下山f矿井
总排一北风井一地面;
四、防治瓦斯
(一)瓦斯检查
1、瓦斯检查点分别设在:工作面进风流中、9号层一上山距工作
面10-15米处以及回风巷道内所有电气设备附近。固定地点每班检查
两次,工作面瓦斯涌出异常时,必须经常检查瓦斯浓度,确保瓦斯浓
度不超限,检查瓦斯要做到“一炮三检”。
2、瓦斯检查牌板应设置一上山距工作面10-15米处,随工作面的
推进而及时向外移动。检查结果要及时填写在瓦斯检查牌板上,并及
时向当班跟班区队长或班长汇报。检查数据要做到井下检查牌板、瓦
斯检查手册、瓦斯日报“三对口”,不得出现空班、漏检、假检等。
3、当工作面及其进、回风巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚
的瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,进行处理。
4、工作面风流中,回风巷道内的电气设备及其开关附近20m范围
内瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员进行处
理。
(二)瓦斯监测监控系统
在9号层二上山开口处安装瓦斯监控分站一台,并与全矿井的
KJ19(N)型瓦斯监控系统联网,在9号层一上山回风巷距工作面10m
范围内安设甲烷传感器1台,9号层一上山回风巷距离-300左回风巷
开口前10〜15nl范围内安设甲烷传感器1台;上述地点甲烷传感器
的工作参数为:报警点11%,断电点11.5%,复电点<1%;断电范
围:工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备。在9号层-
二上山运输顺槽的运输皮带滚筒下风侧10〜15m范围内安设一氧化
碳传感器和烟雾传感器各1台,一氧化碳传感器的报警浓度为
0.0024%。
(三)附瓦斯监测监控系统图。
五、综合防尘系统
1、防尘供水系统:
运输顺槽:地面静压水池一皮带井一300轨道下山一300运输石
门一300左运输巷9号层二上山一工作面。
工作面:地面静压水池f皮带井f-300轨道下山f-300运输石门
—300左运输巷一9号层一上山一工作面。
皮带井、-300轨道下山、-300运输石门、-300左运输巷的供水管
路每隔100米设置一个“三通”阀门,9号层二上山与一上山等巷道的
供水管路每隔50米设置一个“三通”阀门,平时定期冲洗巷道使用。
主管路采用4寸水管,工作面的回风巷、顺槽运输巷采用2寸水管,工
作面使用的防尘供水管路为619mm的高压胶管,每15m设一个长10m
防尘喷雾装置。
2、防尘方式:
工作面每次爆破落煤后,先洒水降尘后再人工摧煤到运输机上,
运输机转载点必须安装洒水装置,在二上山与一上山巷内各设置一组
净化水幕,一上山每7天、二上山每月至少冲刷灭尘一次,并清扫浮
煤;一上山回风巷距工作面100m范围内每班冲洗一次,工作面作业
人员工作时戴好防尘口罩。
3、隔爆设施的安装:
在9号层二上山与一上山巷道内各设置一组辅助隔爆集中水棚;
水棚设置在直线段巷道内,与工作面的距离保持在60〜200m。棚区长
度不得小于20m,水量不小于200L/m2。水袋棚安装方式的原则是:当
受爆炸冲击波时,水袋中的水容易洒出。同一排水棚内两个水袋之间
的间隙Wl.2m,水袋外边缘距巷道两帮、顶板之间的距离NL0m。
六、防治火灾
根据黑龙江省煤田地质测试研究中心提供的《双鸭山北方升平矿
业有限责任公司煤层自然倾向鉴定及煤尘爆炸性检验报告》,9#煤层
煤尘具有爆炸危险,为III级不易自燃煤层。
尽管9#煤层为不易自燃煤层,但仍需采取以下防灭火措施:
1、工作面采用“u”型通风方式。
2、工作面附近的通风设施要设置在围岩坚固,地压稳定的地点,
防止漏风。
井下一旦发生火灾,能够便于控制风流,隔绝火区,降低灾害的威胁
范围。
3、井下灭火器配备
在9号层二上山运输顺槽距工作面20〜50nl范围内设置消防灭火
点,包括两台干式灭火器、两个装满黄沙的铁箱等灭火器材,并确保
完好。
第三节采煤施工设备与供电设计
一、供电设计方案的确定
1、根据供电系统图负荷为335KW,由三区左翼采煤变电胴室直
接供电,由两路660V电源为231采供电,当工作面瓦斯超标时瓦斯
闭锁开关KBZ-400动作切断工作面电源。
2、231采负荷表
工作电设备总
设备名额定功额定电功率因数
动机台容
称率KW压(V)COS少
数量(KW)
1、泵站线路
皮带机402806600.88
皮带机调整3.013.06600.90
调度绞车251256600.83
液压泵551556600.88
照明、信号8.01270.84
泵站线路负荷合计:171KW
2、下料道线路
调度绞车252506600.83
信号4.01270.84
下料道线路负荷合计:54KW
3、工作面线路
刮板运输机5521106600.84
工作面线路负荷合计:110KW
231采负荷合计:335KW
二、变压器容量的选择
计算电力负荷总视在功率:
该工作面是单体支架,各用电设备间按一定顺序起动的一般炮采
工作面,因此COS0取0.6,需用系数(为0.5
S="WP”=0-5x335=278KE4
cos。0.6
选用一台KBSG-315/6变压器为工作面供电,满足使用要求。
三、电缆截面的选择
1、按持续允许电流计算电缆截面
(1)泵站线路:
此线路向三台以上电动机供电的电缆,用需要系数法计算
;K,Z.xlO105x171x103
G6UC73x660x0.6^
查表选MY3X70+1X25电缆额定电流允许213A>124.7A满足
要求
皮带机取电机额定电流Ie=92A
查表MY3X25+1X10电缆额定电流113A>92A,满足要求,所以
55KW电动机的负荷线选用MY3X25+1X10电缆同样满足要求。
(2)下料道线路:
此线路向三台以上电动机供电的电缆,用需要系数法计算
,£工月凶0'o.5x54xlO3....
73X660X0.6
查表选MY3X35+1X10电缆额定电流允许138A>40A满足要求
绞车取电机额定电流。=29A
查表MY3X10+1X6电缆额定电流64A>29A满足要求,所以其
它小于25KW电动机的负荷线选用MY3X10+1X10电缆同样满足要
求。
(2)工作面线路:
此线路向三台以上电动机供电的电缆,用需要系数法计算
/二K,WExl()30.5X110X1()3=80.
z百cos073x660x0.65
查表选MY3X70+1X25电缆额定电流电流213A>80A满足要
求。
刮板运输机的额定电流为63A,查表MY3X25+1X10电缆额定
电流113A>63A满足要求。
2、按正常运行时计算网络的电压损失:
由于三条线路中,工作面线路供电最远,所带负荷最大,因此选
择工作面线路计算网络的电压损失:
按公式gAU=A%+A〃2
变压器的电压损失△力
278
夕=木=0.88cos0=0.6
用插入法查表:△%=3.88%
刮板机电缆的电压损失AU?
查表刮板机电缆为2.5mm2cos0=0.85得K=0.211%
△%=KPL=0211X55X0.01=0.12%
为正常运行时,刮板机电机允许的电压降为一般取10%
干线电缆允许的电压降为:
AU、=(10%+(/^%)-\UT-\U2
=14.5%-3.88%-0.12%
=10.5%
选干线电缆截面为7°〃加时查表cos°=0.85得K=0.081%.
干线电缆中的电压损失为:
△%=KPL=0.081%x55x0.94=4.23%(10.5%
所以选70mm2电缆满足要求
经计算电缆选择如下:
MY3X70+1X25电缆1580m
MY3X50+1X16电缆10m
MY3X35+1X16电缆810m
MY3X25+1X10电缆50m
MY3X10+1X6电缆80m
MY3X4+1X4电缆1200m
四、开关的选择与整定计算
1、开关的选择
根据用电设备的持续工作电流额定电压及运行方式,开关选择
如下:
两条线路的总开关及以下分支开关选用KBZ-400Z(660V)
皮带机开关选用QBZ-200(660V)
刮板运输机和液压泵站开关选用QBZ-120(660V)
绞车开关选用QBZ-80N(660V)
照明、信号选用ZBZ-4.0M(660V/127V)
2、计算过程:
短路电流的计算,依照煤炭部《煤矿井下供电的三大保护细则》
有关规定计算、表查得。
3、低压开关的整定与校验
(1)泵站线路:
开关1:
/2>/maxef+^^/„=190A取/z=210A
校验:^>1.5黑=3.1合格
开关2:
/z"maxa+K'W/"693A取/z=700A
7(2)
校验:^>1.5需。合格
1z
开关3:
/z2/m,xa+K,Z/"408A取,z=4104
/⑵
校验:-^->1.5常=3。合格
开关4:
Iz<Ie=29A取七=29A
7(2)
校验:-^->1.28黑=54合格
8/z
开关5、6:
Iz<Ie=63.5A取,Z=63A
/⑵
校验:^>1.2■=25合格
8,z
开关7、11、18:
查末端两项短路电流为21A,开关最大负荷V4.75A,
开关7.11.18额定电流整定为Iz=5A
、,⑵
校验:-^-24—=4.2合格
5
开关8:
/ZN&X&=558A取七=560A
校验:^>1.5些=2.1合格
560
开关9:
lz<Ie=92A取,z=92A
7(2)1186,,
校验:^>1.2----=1.0合格
8,z8x92
开关10:
Iz<le=3.5A取/z=3A
7(2)1186…
校验:-^->1.2----=49.4合格
8,z8x3
(2)工作面线路:
开关12:
/zN/maxa+K》/"442A取力=450/1
、八2)1028汽c
校验:^->1.5----=2.3合格
,z450
开关13、14:
Iz<Ie=63.2A取,z=63A
7(2)
校验:-^->1.2幽=2.0合格
8,z8x63
(3)下料道线路:
开关15:
取/z=200A
、,⑵
校验:N1.5空=3.3合格
,z200
开关16、17:
Iz<Ie=29A取/z=29A
校验:^>1.2IS合格
8/z
4、各启动开关的整定
绞车开关:QBZ-80NIZ=29A
皮带运输机开关:
QBZ-200IZ=92A
刮板运输机开关:QBZ-120Iz=63A
泵站开关:
QBZ-120IZ=63A
信号综保开关:ZBZ-4.0MIz=5A
五、所需设备明细表:
序号名称规格型号单位数量额定电压
1调度绞660
JD-253
车V
2皮带运输机DSJ-80/800A1660V
3SGB-620/40
台
刮板运输机2660V
T
5液压泵BRW-80/35公2660V
6馈电开
KBZ-400Z6660V
关
7真空开
台
QBZ-80N3660V
关
8真空开
QBZ-2001660V
关
9真空开
QBZ-120台5660V
关
10信号综保ZBZ-4.0M3660V/127V
11MY3X70+1X
矿用电缆米1580m660V
35
12MY3X50+1X
矿用电缆米10m660V
25
13MY3X35+1X
矿用电缆米810m660V
16
14矿用电MY3X25+1X
米50m660V
缆16
15矿用电
MY3X10+1X6米80m660V
缆
16矿用电
MY3X4+1X4米1200m660V
缆
见供电系统示意图:
第五章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、劳动组织说明
(一)、作业方式
本工作面采用三、八制作业制度,每班作业八小时,一个圆班由
三班组成。每天检修时间保持3个小时。
(二)、劳动组织
本工作面每班有1名带班班长负责组织生产,配有打眼、放炮、
出货、顶板管理等相关工种的操作人员27名。
详见劳动组织表
第二节主要技术经济指标表
主要经济技术指标表
序号项目单位指标备注
1每班在册人数人31
2每班出勤人数人27
3出勤率%86
4循环进度m1.0
5工作面平均走向长m77.5
度
6炸药消耗KG/循环64.5
7雷管消耗个/循环155
8工作面回采率%97
9循环产量T107
10循环率%62
11班产量T66.6
12日产量T200
13工作面月产量T6000
14回采工作面所用时月4.3
间
第六章煤质、油脂管理
一、煤质管理:
1、严禁随意破坏顶、底板。出货时必须将肝石人工捡到放顶线
以外。
2、若工作面顶板出现破碎带时,要防止冒砰,减少煤质含砰率。
3、装货工要认真捡砰,肝石在100mm以上的必须捡出。
4、加强顶板控制,提高支护质量,防止局部冒顶。
5、工作面软帮浮煤清扫干净后方可回柱放顶。
6、工作面断层处超前处理时,砰石必须人工捡到放顶线以外。
二、油脂管理
1、油脂存放点应设在底板平整、顶板完好、无淋水和积水的地
点。
2、各种油脂分类挂牌管理,不得代用或混用。
3、设备用油必须符合规定。更换时必须清洗设备,清净残油。
第七章安全技术措施
第一节一般规定
一、总则
1、所有工作人员都必须牢固树立安全第一的思想,严格执行三
大规程及上
级安全技术部门的有关规定,严禁〃三违〃。
2、工作人员必须认真学习执行《煤矿安全规程》、
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