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文档简介
目录
第一章概况...................................................4
第一节工作面概况............................................4
第二节煤层赋存情况及煤质....................................4
第三节地质构造.............................................4
第四节煤层顶底板岩性.......................................4
第五节水文地质情况..........................................4
第六节影响回采的其他因素....................................5
第七节储量及服务年限........................................5
第二章采煤方法.............................................6
第一节巷道布置及工作面参数..................................6
第二节采煤方法及工艺........................................6
第三节设备配套..............................................8
第三章顶板管理.............................................11
第一节工作面顶板管理.......................................11
第二节运输巷、回风巷及端头顶板管理.........................13
第三节工作面初采期间作业技术措施...........................15
第四节矿压观测.............................................16
第四章主要生产系统.........................................16
第一节运输..............................................16
第二节通风系统............................................17
第三节压风系统...........................................23
第四节排水系统...........................................23
第五节通讯系统...........................................24
第六节供电系统...........................................24
第五章循环作业、劳动组织及主要技术经济指标................24
第一节循环作业.............................................24
第二节作业方式.............................................25
第三节劳动组织.............................................25
第四节主要经济技术指标.....................................26
第六章安全措施...........................................26
第一节一般规定..........................................26
第二节顶板控制..........................................27
第三节防治水...........................................29
第四节“一通三防”及安全监测...........................30
第五节运输..............................................33
第六节机电..............................................39
第七节特殊措施..........................................47
第七章灾害预防及避灾路线..................................54
第八章交接班制度.........................................57
附图:
附图一:15#煤层综合柱状图
附图二:工作面巷道布置平面示意图
附图三:采煤机进刀方式示意图
附图四:工作面设备布置示意图
附图五:工作面、两端头及超前支护平、剖面图
附图六:工作面最大、最小控顶距示意图
附图七:工作面顶板破碎时,两端头及超前支护平、剖面图
附图八:工作面运输系统示意图
附图九:工作面通风系统示意图
附图十:工作面防尘、防火设施布置示意图
附图十一:工作面通信系统示意图
附图十二:工作面压风自救系统示意图
附图十三:工作面排水系统示意图
附图十四:工作面供水管理系统示意图
附图十五:工作面监控设备布置示意图
附图十六:工作面供电系统图
附图十七;循环作业图表
附图十八:工作面避灾路线示意图
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
15211工作面对应地表位置位于吴皮沟以东,色头西山以南,卢沟以西,黑窑沟以北。
盖山厚度227-272米,平均厚度249.5米;井下位置位于井田中东部,东部和北部为未开
采煤田,南部为东翼辅运大巷,西部为15#集中辅运大巷。上部有3*煤层3101〜3108工作
面采空区。工作面最高标高为+863m,最低为+848m;对应地面最高标高为+1135m,最低为
+1075m,地面无建筑物。工作面走向长度670m,倾斜长度200m,倾斜面积134093m)
第二节煤层赋存情况及煤质
15#煤层15211工作面(根据掘进资料)最大厚度4.5m,最小厚度3.9m,平均煤厚4.2m;
煤层倾角平均1〜3°,局部最大坡度达5〜8°,煤层赋存稳定,结构简单。容重1.45t/m3,
普氏系数f=2〜4。该煤层属特低灰-高灰、中高-高固定炭、中高硫-高硫、特低挥发份、高
-特高热值无烟煤。
该工作面煤层走向长670m,倾斜长200m,煤层平均倾角1°〜3°,面积134093m?,煤
层平均厚度4.2m,工业储量81.6万吨,回采煤量78万吨。
第三节地质构造
15211工作面煤层产状平缓,煤层倾角1〜3°,局部可达到5〜8°;据现有地质资料
分析,该工作面内部无断层、无陷落柱、无古河流冲刷带等地质构造。
第四节煤层顶底板岩性
15"煤层老顶为人灰岩:厚度5.75〜8.39m,平均厚度6.87m,深灰色,中厚层状,含生
物碎屑,方解石,致密坚硬;直接顶为泥岩和14#煤,14#煤厚度0.75m;以亮煤为主,夹镜
煤条带,岩心呈短柱状,破碎状。泥岩厚度1.25m;黑色、质地较密;伪顶为炭质泥岩:厚
度0.05〜0.2m,黑色,质地松软,随采随落;底板为泥岩及黄铁矿泥岩:平均厚度12.88m,
黑色,含黄铁矿,有黄金色碎屑。(详见附图一)
第五节水文地质情况
本工作面地质构造简单,煤层倾角1〜3度,局部可达到5〜8°。该工作面对应3#煤层
工作面有:(3101〜3108),回采过程中要加强顶板支护,同时注意涌水观测。该工作面老
顶为K2灰岩含水层,从已掘巷道分析,其富水性中等(具有不均衡性),根据长治212地质
队所作的《15#煤层15211矿井水文地质补充勘探报告》,工作面上部有3#煤层采空区积水
及K2灰岩富水区,因此必须消除3#煤层老空水及K2灰岩水患后方可回采。回采过程中同
样要高度重视防治水工作,工作面两顺槽要安排好排水设施,做好排水前的准备工作。
第六节影响回采的其他因素
2012年度矿井瓦斯等级鉴定:绝对瓦斯涌出量为2.矿井为瓦斯矿井。15"煤层
自燃倾向性检测报告结论:15"煤层自燃倾向为H级,属自燃煤层,煤尘具有爆炸性。矿井
无地温及冲击地压等危害。
虽然目前矿井瓦斯涌出量较低,但随着矿井生产能力的增大,相对瓦斯涌出量将会增加,
所以在回采过程中必须加强通风管理、防止瓦斯积聚。由于15#煤层为自燃煤层和煤尘具有
爆炸性,所以必须按照综合防灭火规定对工作面、采空区执行防灭火措施,严防风量漏入采
空区。根据防尘规定对煤层进行注水,采取湿式作业,按规定设置降尘设施,切实做好防尘
管理工作,确保安全生产。(采煤工作面防灭火措施另报)
该工作面顶板属坚硬顶板,初采期间顶板自行垮落距离将会增大,初采期间应加强矿压
观测工作、合理掌握好支护强度、垮落距离,必要时采取顶板弱化、强制放顶措施,避免顶
板大面积来压。
第七节储量及服务年限
15211综采工作面工业储量81.6万吨,回采煤量78万吨,回采率为95%,可采储量为
74.1万吨。
1、计算参数
⑴平面积:134000m2煤层平均倾角:2°
斜面积:134093in2煤层平均厚度:4.2m
视容重:1.45t/m3储量:816626t
2、储量计算
工业储量=816626(t)
可采储量=工业储量-煤柱储量X95%=780000(t)
二、工作面服务年限
P=Z/(AXK)
P一工作面服务年限
Z—可采储量
A—每天产量
每月正常生产按28天计算
A=4.2X200X4.8X1.45X0.95=5554t
P=Z/A=780000/5554=140d«=5个月(按正规循环率93%计算)
第二章采煤方法
第一节巷道布置及工作面参数
工作面巷道布置采用一进一回的布置形式。15211运输顺槽为工作面的进风巷,与15’
层东翼辅运大巷、东翼主运大巷相交,担负工作面原煤运输及进风、行人任务。15211回风
顺槽为工作面的回风巷,与东翼辅运大巷、东翼回风大巷(15211回风绕道)相交,担负工
作面的辅助运输和回风、行人任务。(详见附图二)
一、工作面回风巷技术特征
1、支护形式:原巷道沿煤层顶板掘进,采用钢筋网、螺纹钢锚杆+锚索联合支护(回采
侧采用塑料网、玻璃钢锚杆支护)。巷道中铺设轨道。
2、巷道净断面:矩形断面,净宽为4.0m,净高为3.5m,断面积为141n)
3、巷道煤墙侧铺设4寸压风管和4寸防尘管及4寸排水管。电缆、电话线、监测线布
置在巷道煤柱侧。
4、巷道用途:供工作面回风、材料运输、行人。
二、工作面运输巷技术特征
1、支护形式:原巷道沿煤层顶板掘进,采用钢筋网、锚杆+锚索联合支护(回采侧采用
塑料网、玻璃钢锚杆支护)。巷道中铺设胶带输送机。
2、巷道净断面:矩形断面,净宽为5m,净高为3.5m,断面积为17.5ml
3、巷道煤墙侧铺设4寸压风管和4寸防尘管及4寸排水管。电缆、电话线、监测线布
置在巷道煤柱侧。
4、巷道用途:供工作面进风、运煤、材料运输、行人。
第二节采煤方法及工艺
一、采煤方法
该工作面采用走向长壁后退式、一次采全高、综合机械化采煤方法,全部垮落法管理顶
板。
1、采煤机的进刀方式:采煤机采用机头、机尾割三角煤斜切进刀,进刀斜长为30m,
进刀深度为0.8m。(详见附图三)
2、割煤方式:双向穿梭割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤。
二、采煤工艺
1、采用端头斜切进刀双向割煤工艺,往返一次为两个循环:
⑴工艺顺序:割煤一运煤一移架一推溜;在顶板破碎时,采取超前移架支护。
⑵割煤:采用MG450/1030-GWD采煤机螺旋滚筒截割落煤,滚筒截深为800mm。
⑶装煤:采煤机螺旋滚筒配合SGZ-800/800刮板输送机装煤。
(4)运煤:工作面采用SGZ-800/800刮板输送机,运输巷采用PCM200破碎机、SZZ-800/315
转载机及DSJ120/120/3X400S胶带运输机运煤。
⑸移架:正常移架滞后采煤机6〜9m顺序开始,超前移架,紧跟采煤机后滚筒移架。
(6)推溜:推溜滞后移架3〜5m顺序开始。
2、主要工序介绍
⑴割煤:采煤机从工作面机头(尾)沿弯曲段溜子行走30m左右,待采煤机完全进入
直线段(前)后滚筒全部切入煤壁深度达0.8m,移直刮板输送机。采煤机返回割三角煤,
割透后采煤机再反向牵引扫底,然后再开始正式割煤,到达机尾(头)后,再进行下一循环。
⑵运煤:采煤机在割煤过程中同时进行装煤,经工作面刮板输送机、转载机运至顺槽
皮带输送机。
⑶移架:采煤机割过,滞后采煤机后滚筒4〜6架开始顺序移架。如遇顶板破碎或煤壁
有片帮时可进行超前移架、带压移架、间隔移架或及时(停机)移架。当移架速度跟不上采
煤机牵引速度时,在顶板完整完好情况下,可隔一移一架,但距采煤机最大距离不超过30m,
否则必须停止割煤进行移架。
⑷移刮板输送机:移刮板输送机时距采煤机后滚筒距离不应小于12m,最大不超过30m。
推溜必须采用顺序推移,并保证刮板输送机推移弯曲段不得小于17m,输送机弯曲段的弯曲
角度水平方向不得大于3°,垂直方向不得大于±4°。
⑸清煤:在工作面推移过刮板输送机后开始清理浮煤。
三、工作面正规循环生产能力
W=LShyc
式中W——工作面正规生产能力,t;
L---工作面长度,m;
h---工作面采高m;
Y------煤的视密度,1.45t/m;
c-------工作面回采率95%;
S一一循环进度m;
W=LShyc=200XO.8X4.2X1.45X0.95=925.7t
工作面日产量:925.7tX6=5554t
工作面月产量:5554tX28=155512t
第三节设备配套
1、采煤机型号及主要技术参数:
技术型号MG450/1030-GWD
电机电压3300V
采煤机电机总功率2x450+2x55+20=1030kW
采高2800〜5000mm
卧底量322mm
截深:800mm
滚筒直径2.4m
机面高度2100mm
牵引速度0〜12.26m/min
牵引方式电牵引
最大牵引力700KN
灭尘方式内外喷雾
2、工作面内使用SGZ—800/800型可弯曲刮板输送机运输,其技术参数
技术型号SGZ—800/800
电机功率2x400kW
电压1140V
运输能力1500t/h
链速1.31m/s
安装长度200m
破断力21450KN
中部槽规格1500x800x318mm
水平弯曲±1°
垂直弯曲±3°
3、运输巷使用SZZ800/315转载机PCM200破碎机和DSJ100/63/2X75、DTJ1000/110
胶带运输机运煤。
⑴转载机技术参数
技术型号SZZ800/315
电机功率315kW
电压1140V
铺设长度50m
运输能力1800t/h
链速1.54m/s
⑵皮带输送机技术参数:
技术型号DSJ100/63/2x75
电机功率2x75kW
电压660/1140V
输送能力650t/h
铺设长度435m
台数1台
⑶皮带输送机技术参数:
技术型号DTJ1000/110
电机功率HOkW
电压660/1140V
输送能力800t/h
铺设长度300m
台数1台
4、ZY9000-25/50型掩护式液压支架
技术型号ZY9000-25/50型
外形尺寸7000x1660x2500mm
支架中心距1750mm
支撑能力支护强度:1.2〜1.24MPa,
初撑力:7142KN工作阻力:9000KN
底板比压1.87~3.67MPa
泵站压力31.5MPa
移架步距865mm
架数110架
操作方式手动控制
5、ZYG9000-23/45型过渡式液压支架
技术型号ZYG9000-23/45型
外形尺寸7465*1660*2300mm
支架中心距1750mm
支撑能力支护强度:0.81~0.86MPa,
初撑力:7142KN工作阻力:9000KN
底板比压2.3-3.9MPa
泵站压力31.5MPa
移架步距865mm
架数5架
操作方式手动控制
6、ZYT9000-23/45型端头液压支架
技术型号ZYT9000-23/45型
外形尺寸7965*1660*2300mm
支架中心距1750mm
支撑能力支护强度:0.81~0.86MPa,
初撑力:7142KN工作阻力:9000KN
底板比压2.3-3.9MPa
泵站压力31.5MPa
移架步距865mm
架数3架
操作方式手动控制
7、乳化泵2台,技术参数如下:
技术型号BRW400/37.5X
电机功率250kW
电压1140V
公称流量400L/min
公称压力37.5MPa
8、移动变电站2台,其技术参数如下:
技术型号KBSGZY-T-1600/6/3.3(1台)KBSGZY-TT600/6/L2(1台)
9、设备列车1套
(详见附图四)
第三章顶板管理
第一节工作面顶板管理
工作面采用ZY9000-25/50型掩护式液压支架支撑顶板,全部垮落法处理采空区,支架
最大控顶距5.0m,最小控顶距4.2m。机头采用ZYT9000/23/45型端头支架支撑顶板,机尾
采用ZYG9000/23/45型过渡支架与单体柱配合支护顶板。(详见附图五)
一、顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。采煤机割煤后,先移支架,再移刮板输送机,
即割煤一移架一移刮板输送机;顶板破碎时采用超前移架或带压移架方式移架。
工作面端头布置三组ZYT9000/23/45型端头支架支撑顶板,工作面端尾采用两架
ZYG9000/23/45型过渡支架与DW42-250/110XL型单体柱进行支护。
二、特殊支护形式
1、顶板破碎时,采用超前支护顶板方式:即采煤机后滚筒割过后,带压及时移架。
2、移架时,前梁前端距煤壁之间的端面距不得大于325mm,遇顶板破碎或片帮严重时,
可采用提前拉架或割一架拉一架的方法进行管理顶板。
3、移架时,正常情况下降架量为50〜150mm,顶板破碎时,采用带压移架或少降快移,
移到位后及时将支架顶梁、前梁升紧支撑顶板。
4、拉架后应及时升起支架支护顶板,并随时调整平衡千斤顶的伸缩量,使其顶梁、前
梁保持同一水平,与顶板平稳、紧密接触。
5、当两顺槽高度超过4.1m,单体柱无法满足支护要求时,应在顶板下加打“井”“田”
型木垛来满足单体柱支柱高度,保证单体柱有足够的工作阻力能满足支护要求。
三、支架选型验算
端头支架ZYT9000/23/453组(上端头三组)
中间支架ZY9000/25/50110组
过渡支架ZYG9000/23/455组(上端头一组、下端头四组)
1、工作面上覆岩层的支护强度
1)P=9.8Nhy
式中:P------采场压强
N——取8(支架载荷取8倍采高岩重进行计算)
h------煤层的采高,取4m
Y——顶板岩石的平均密度,取2500Kg/m:i
故,P=9.8X8X4X2.5=784KN/m2
综上所述,本工作面支架的支护强度应大于784KN/m2。
2、支护参数校验
因为工作面所有支架的工作阻力相同,固选取中间架参数作验算。
P'=F+S=F4-(LXH)=90004-(5.0X1.75)=1028KN/m2
式中:F——额定工作阻力KN
S一一最大控顶距时的护顶面积m2
L------最大控顶距,取5.0mm
H------支架中心距m
经比较:P'>P
经过验算,工作面选取ZY9000/25/50型液压支架符合工作面顶板安全支护的要求。
四、工作面支架最大控顶距和最小控顶距(详见附图六)
最大控顶距=3875+800+325=5000mm
最小控顶距=3875+325=4200mm
初采期间采取多错机头的方式对工作面进行调整,使顶板由机头向机尾方向逐渐垮落。
当工作面推进20m时,老顶还未垮落,必须停止回采并采取人工强制放顶措施。(放顶措施
另报,审批后执行)
五、原始支护回撤、端头回柱作业
1、风、运两巷巷道里帮(煤壁侧)托盘回收作业:
⑴采煤机距机头(尾)10m时,由于煤体受采煤机割煤振动,煤体变松软。采煤机必
须缓慢牵引,速度控制在lm/min以内。
采煤机距机头(尾)10m时,端头(尾)作业人员必须全部撤至安全地点后,方可再行
割透机尾。
⑶退锚人员应在采煤机运行距端头(尾)10m前,在风、运两巷内支护可靠的地点提前
把锚杆托盘卸下。
⑷两顺槽煤壁侧锚杆不回收,只回收托盘,采用提前回收。
2、单体柱回撤作业:
回柱作业:由端头(尾)维护工3人协同进行。回撤时,必须先检查单体柱3m范围内
的支护完好情况,在支护完好的情况下,方可一人扶单体柱,一人采用专用长柄工具使单体
柱卸压,一人观察周围支护变化情况,发现异常必须及时指挥停止作业。待单体柱卸载后三
人协同抬放到指定地点,码放整齐。
回撤时必须保证先支后回,所有单体柱必须穿鞋戴帽,必须保证新支设的支护牢固可靠,
同时后路必须畅通。
第二节运输巷、回风巷及端头顶板管理
一、运输巷、回风巷的超前支护
1、支护要求:
运输顺槽、回风顺槽超前支护长度为20m。回风顺槽采用DW42-250/110XL(行程:1.84m)
型单体液压支柱进行支护,距工作面侧巷帮0.8m支设一柱,距煤柱侧巷帮0.8m支设一柱,
柱距0.8m。运输顺槽采用DW42-250/110XL型单体液压支柱进行支护,距工作面侧巷帮贴帮
支设一柱,距煤柱侧巷帮贴帮支设一柱,紧贴转载机支设一柱,柱距0.8%(详见附图五)
2、支护质量:
⑴两巷单体柱必须成排,其偏差不得超过±100mm。采用防倒绳将单体柱捆绑在牢固的
支护物件上,以防倒柱伤人。每颗单体柱必须穿鞋戴帽支护。
⑵单体柱必须支在实底上,不得打在浮煤(肝)上,必须迎山有力,初撑力不小于90KN。
⑶所有单体柱支柱三用阀方向一致,朝向采空区。
(4)柱鞋、柱帽采用圆木加工,长度:400mm,宽度:150mm,厚度:100mm。
⑸超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
二、上、下安全出口的管理(详见附图五)
1、支护形式
⑴机头采用端头架支护、机尾采用过渡支架配合单体柱进行支护。
⑵工作面端头布置三组ZYT9000/23/45型端头支架支撑顶板,工作面端尾采用两架
ZYG9000/23/45型过渡支架与DW42-250/110XL型单体柱配合进行支护,距离端尾架侧0.3m
支设一柱,距离煤柱侧0.3m支设一柱,一字排列,柱距1.0m,进行管理顶板。
⑶在工作面端尾切顶线下打设一排切顶(档肝)柱,柱距为0.3m,打设的支柱不带帽。
2、质量要求
⑴上下安全出口高度不低于1.8m,行人道宽度不得小于0.8m,保证能双人通行;否则
必须采用扩帮或其他措施确保人行道宽度,保证出口畅通。
⑵单体柱与液压支架的完好标准按《采煤工作面机电完好标准》执行。
⑶打设的切顶柱必须成一条直线,必须垂直顶板,初撑力不得低于90KN。
三、特殊支护形式(详见附图七)
⑴回采过程中,当顶板条件变化,原超前支护不能满足要求时,回风顺槽采用
DW42-250/110XL型单体液压支柱配合长3.8m长□型梁(工字钢)沿煤层倾向进行支护,距
工作面侧巷帮0.8m支设一柱,距煤柱侧巷帮贴帮支设一柱,排距0.8m,形成一梁两柱支护
形式。运输顺槽采用DW42-250/110XL型单体液压支柱配合长4.6m长II型梁沿煤层倾向进行
支护,距工作面侧巷帮0.3m支设一柱,距煤柱侧巷帮0.3m支设一柱,紧贴转载机支设一柱,
排距0.8m,形成一梁三柱支护形式。
⑵周期来压时支护形式不变,加强顶帮管理,及时维护失效支护,保证支护质量,必
要时增加支护密度。
⑶顶板破碎时端尾不采取退锚措施,且应在端尾切顶线下打设一排挡肝柱。柱间距为
0.3mo
四、采空区处理方法
采空区采用全部垮落法管理顶板。由于15号煤层老顶为K?灰岩,属于坚硬顶板,预计
在回采过程中矿压显现明显,初次或周期来压时对顶板有冲击,为了安全回采,需加强对工
作面的矿压观测工作。正常回采期间,当顶板不自行跨落或采空区冒落高度普遍小于L5倍
采高,局部悬顶和冒落高度不充分,超过2X5m的应根据顶板情况,及时采取强制放顶措施
(放顶措施另报),特殊情况不能强制放顶的,必须加强矿压观察并有采取加强支护的措施。
五、退锚放顶
回风顺槽放顶时与端头架切顶线放齐,每移三次支架退锚放两次顶(原锚杆排距1.2m,
移架步距0.8m)。运输顺槽采用超前放顶,即在推移支架前对端头预先放顶,放顶后及时
推移支架掩护顶板,采取一放一移形式(顶板破碎时不退锚放顶)。
第三节工作面初采期间作业技术措施
1、初采期间成立顶板管理领导组。
公司领导组:
组长:总经理
副组长:总工程师、生产副总经理、安全副总经理、机电副总经理
组员:各副总工程师、各生产业务科(室)、队负责人
队领导组:
组长:综采队队长
副组长:综采队所有副队长
组员:综采队全体职工
1、初采期间要加强现场管理,发现异常要及时向矿调度室汇报。以便采取相应措施,确
保安全生产。
2、工作面初采割第一刀煤前,必须组织人员将切眼内煤墙打设的锚杆托盘进行回收。
3、初采期间加强工作面支架顶板矿压观测,及时将矿压显示数据收集、汇总、分析。
4、初采期间加强两巷超前段顶板离层仪的观测,同时加强两巷超前支护观察,发现失
效的支柱必须及时更换。
5、加强初采期间支架的检修力度,杜绝支架的“跑、冒、滴、漏、串”现象。
6、工作面初采期间调整好推进度,以防止工作煤溜上窜下滑。
7、工作面初采前,由机电科派专人进行设备检查,设备空转无问题后方可进行生产。
8、初采期间加强泵站的检修维护工作,乳化液泵站的水质要保证洁净,泵箱进水管路
上要安设三级反冲过滤器清洁水质,确保泵站压力达到30MPa以上,使用乳化液浓度在3%〜
5%之间,乳化液实现自动配比和报警系统,并配备现场检测工具,对乳化液浓度进行不定期
监测。
9、对工作面瓦斯及CO进行24小时监测,工作面有CO涌出时必须派专人跟班观察。
10、随工作面的推进及时对回风上隅角瓦斯及CO传感器进行外移。瓦斯及CO传感器应
垂直悬挂,其位置距顶板不得大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm。
11、及时封堵处理回采工作面的进、回风隅角,减少向采空区的漏风,回采工作面进风
隅角不能及时冒落的,必须及时处理,隅角原有支护在进入采空区前必须完成回收或退锚工
作,进行回收或退锚时,必须经瓦斯员进行瓦斯检查。
12、采煤机司机要严格控制采高,保证采高达到4.2±0.1m,不得割破顶底板。
13、初采期间要加强对风运两巷排水设备的管理与维护,确保初采期间排水系统正常运
行。
14、工作面初采期间首次推进超过20m,顶板不自行跨落时,应及时采取措施进行强制
放顶或对顶板进行弱化处理。(措施另报)
第四节矿压观测
一、观测内容
15211综采工作面的矿压观测研究内容主要有:支架阻力观测,两巷超前支护范围内单
体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。
二、观测方法
1、工作面矿压观测
工作面每架支架安设一组压力表,监测支柱的阻力情况,在操作过程中保证支架的初撑
力,每班验收员对支架的初撑力情况进行监测记录,并上报生产技术科。
2、巷道的矿压观测
两巷的超前支护的初撑力和工作阻力采用单体测力计进行监测,各班安排专人对单体柱
进行不少于两次补液,验收员对超前支护的单体柱初撑力及工作阻力进行测量并记录。
3、支护质量监测
生产技术科不定期对工作面和两巷支护质量进行抽查,对检查中存在的问题,由队组负
责整改处理。
监测内容主要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及采空区顶板冒落情况、
两巷单体柱初撑力、超前支护质量等。
4、观测时间要求
⑴工作面:整个生产期间。
⑵两巷:整个生产期间。
⑶支护质量监测:整个生产期间。
第四章主要生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式(详见附图八)
(-)运煤设备及装载方式
1、工作面采煤机f工作面刮板输送机f转载煤溜一15211运输顺槽2#皮带一运输顺槽
1#皮带一东翼主运巷皮带一集中运输大巷皮带一煤仓一主井皮带输送机一至地面。
2、联络方式主要采用KTKC101-1TC型通讯系统,实现工作面沿线的预警、通话及闭锁,
顺槽皮带的启停、闭锁、通话、预警通过声光信号、沿线拉线急停与机头综合启停保护箱完
成通讯、启停控制。
(二)辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资采用四部调度绞车、两部无极绳绞车牵引等运输车辆、
通过回风巷运进、运出工作面。
(三)无极绳安装位置及固定方式
1号无极绳安装于井底车场变电所口处,绞车窝基础采用混凝土浇灌,绞车采用地脚螺
丝紧固。
2号无极绳安装于东翼辅运巷口(集中主运与集中辅运联络合巷内),绞车窝基础采用
混凝土浇灌,绞车采用地脚螺丝紧固。
调度绞车采用锚杆固定。
二、运输路线
1、运煤路线:综采工作面f15211运输顺槽一东翼主运大巷一集中主运大巷一上仓斜
巷一15"煤仓一主斜井一地面煤仓。
2、辅助运输路线:地面一新副斜井一井底车场一集中辅运大巷->东翼辅运大巷一15211
回风顺槽一综采工作面。
第二节通风系统
一、通风方式及通风系统
1、15211采煤工作面采用全负压通风,U形通风方式。
2、工作面通风系统(详见附图九)
⑴进风风流:主、副斜井一集中辅运大巷(集中主运大巷)一东翼辅运大巷(东翼主
运大巷)一15211运输顺槽-15211工作面。
⑵回风风流:15211工作面f15211回风顺槽-15211回风绕道―东翼回风大巷一总回
风巷f回风立井f地面。
二、15211采煤工作面需要风量计算
1、按气象条件计算
Q«=60X70%XVXSXK^XK^XKB
式中:Q采——采煤工作面需要风量,mVmin;
V一一采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表1中选取,m/s;
S——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计数m2
Kfi——回采工作面温度调整系数,具体取值见表1;
K高一一采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;
K长一一采煤工作面采长调整系数,具体取值见表3;
70%一一有效通风断面系数;
60——为单位换算产生的系数。
表1采煤工作面温度(KQ与对应风速调整系数
回采工作面空气温度/七采煤工作面风速/(m/s)配风调整系数(K温)
<201.01.00
20〜231.0-1.51.00-1.10
23〜261.5-1.81.10-1.25
26〜281.8-2.51.25-1.40
28〜302.5-3.01.40-1.60
表2K采禹一采煤工作面采高调整系数
采高/m<2.02.0-2.52.5〜5.0及放顶煤面
系数1.01.11.5
表3K秣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
80〜1501.0
150〜2001.0〜1.3
>2001.3-1.5
则:Q果=60X70%XVXSXK乘商XK乘长XK温
=60X70%X1.0X19.2X1.5X1.2X1.0
=1452(m7min)
2、按瓦斯涌出量计算
根据《煤矿安全规程》规定,按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不超过0.8%计算:
Q泵=125Xq栗XKCIM
式中:Q来=125Xq采XK«
式中:Q乘---采煤工作面需要风量,mVmin;
125一一按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数;
q采一一采煤工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,取1.8m7min;
K™——采面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.6。
则:Q米=125Xq采XKaM=125XL8X1.6=360(m7min)
3、按照二氧化碳涌出量计算
Q来=67Xq来XK
式中Q来——采煤工作面需要风量,m7min;
67——按采煤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;
q采一一采煤工作面回风巷风流中平均二氧化碳涌出量,2m7min;
K——采面工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.60
则Q采=67XqJRXK=67X2X1.6=215m7min
4、按工作面同时工作的最多人数计算
Q采=4N
式中:4一一井下每人每分钟供风量不得小于4m'/min,
N一一井下采煤工作面同时工作的最多人数,考虑采面工作人员及流动人员取50人
则:Q^=4X50=200(m7min)
根据以上几种情况计算,取最大值Q来=1452(m7min)
5、按风速进行验算
①按工作面最大、最小控顶有效断面积验算
15S大WQ采W240s小
式中S大——采煤工作面最大控顶有效断面积,取4.2X5.0X70%=14.7m?
S小——采煤工作面最小控顶有效断面积,取4.2X4.2X70%=12.35m2
则:代入数据为220.5W1452W2964;符合要求。
②按进、回风巷道风速验算
60X0.25SWQ乘W60X4S
S——运、回风巷净断面积,我矿取S运=17.5m2,S国=14m2
S运=17.5m?代入数据为:262.5W1452W4200,符合要求。
S回=14m?代入数据为:210W1452W3360,符合要求。
③按现阶段切眼断面风速验算:断面取28.35m?
60X0.25SWQ栗W60X4S
则:代入数据为425.25W1452W6804;符合要求。
所以:Q果=1452(m7min)
三、防尘、防火的设施布置和安设要求(详见附图十)
1、防尘管路系统
来自15#层煤静压水池,水池容量均大于200m)经主斜井、副斜井、集中辅运大巷、
东翼辅运大巷接至152n运输顺槽、15211回风顺槽、15211工作面,其中15211运输顺槽、
15211回风顺槽管路采用$100mm钢管。
2、工作面防尘管路及三通阀门情况
在总管路上接$100mm供水管路,在其上接H6mm支管进行工作面防尘。要求15211运
输顺槽每隔50m设一个三通阀门,15211回风顺槽每隔100m设一个三通阀门,做到管路接
头、三通不得有流线性漏水,并且三通阀门安设在人行一侧,便于操作使用。
3、净化水幕
15211回风顺槽距工作面45-48m处安设两道风流净化水幕,同时在第二道水幕下风侧
3m处设置防尘网;15211运输顺槽距工作面不超100处也设置两道风流净化水幕;水幕要求
喷嘴布置均匀,喷嘴方向与风流迎风方向成45°,控制阀门于行人侧,开启能封闭全断面,
雾化、净化效果好。
4、转载点喷雾
①、所有运输巷的转载点必须设置自动灭火系统,管路接头,三通不得有流线性漏水,
控制阀门必须位于在行人侧,便于操作使用。
②、喷嘴高度安在距转载点40〜50cm的上部位置,而且喷嘴必须正对转载出煤点,开
水时能覆盖出煤点。
③、所有喷雾必须呈雾状。
5、采煤机内外喷雾、支架喷雾
采煤机必须有内外喷雾装置,其供水由专用喷雾泵供给,截煤时必须喷雾降尘,内喷雾
压力不得小于2Mpa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,无内喷雾时,外喷雾压力不得小于4MP。
支架喷雾由静压防尘管路供给水源,经地面水质处理设备接工作面泵站使用,要求降柱、
移架必须实现自动同步喷雾。
6、巷道冲洗
15211工作面及两顺槽保持湿润,做到煤尘不飞扬、不堆积,做到工作面及风运两顺槽
距工作面50m范围内每班冲洗一次,距工作面50—100m范围内每天冲洗一次,100m以外巷
道每周冲洗一次。
7、隔爆设施
15211运输顺槽、15211回风顺槽采用集中式辅助隔爆水棚,两巷道各安装3组;隔爆
水棚间距运输顺槽为2m,回风顺槽为1.5m,每组隔爆水棚长度为20m,用水量按ZOOL/n?
计算,运输顺槽每组水量3600L,回风顺槽每组水量2880L。
第三组水棚距工作面距离180m,第一组集中水棚距15211回风绕道巷口50m,每组间距
为180m,由综采队进行集中管理,每周至少检查一次,做到水量充足。
四、防灭火设施布置(详见附图十)
1、带式输送机机头前后两端20m范围内必须喷浆。
2、在带式输送机、调度绞车、三台以上的电器设备上风侧5m范围内至少配备2个干粉
或二氧化碳灭火器、1个不小于0.2n?的砂箱、2个灭火钩、2把灭火锹。
3、井下使用的齿轮油和变压器油必须放置于油脂类临时存放碉室(利用原探放水钻场
或原巷道掘进时的临时水仓当作油库),做到随使随用,严禁在作业地点存放,严禁将剩油、
废油泼洒在井巷内。
4、井下使用的棉纱、布头和纸等,不得乱放,用过的棉纱、布头和纸必须存放在盖严
的铁桶内并由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。
5、在工作面15211回风顺槽距巷口10〜15nl处安装温度传感器、CO传感器、H2s传感
器。
6、建设束管观察系统后,通风科要对工作面采空区进行气样抽查,分析各种有害气体
变化情况,以便及时预测煤层自燃情况。
7、平时要加强15211工作面上下端头及工作面浮煤清理,限制采空区进风,保持正常
的推进速度,如工作面推进不正常导致工作面两端头里端有温度增高和CO增大时首先利用
工作面的黄泥灌浆系统喷射黄泥或凝胶系统喷洒凝胶进行防火,也可采用阻化剂泵喷洒阻化
剂进行灭火。
8、如工作面或巷道内着火时,要根据着火情况,首先采用直接灭火方法灭火,火势较
大时,先停电后灭火,然后根据火情采用多种方法配合的方法进行灭火。
9、加强对压风管路管理,15211运输顺槽、15211回风顺槽风管要紧跟工作面,保持压
风管路通畅,严禁无计划停气;每隔50m设置一个三通阀门,每隔150m设置一组压风自救
装置,每组6个,共10组,一旦发生令人窒息类事故,就近进入压风自救装置内进行避灾。
五、瓦斯监测、监控仪器仪表布置(详见附图十一)
1、安全监测仪器设备、布置地点及要求
(1)工作面甲烷传感器在回风巷内距工作面煤壁10m处,报警浓度20.8%CH“
断电浓度21.2%CH,,复电浓度V0.8%CH,,断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全
型电气设备。
(2)工作面上隅角甲烷传感器T。:在机尾最后一个支架切顶线处。甲烷传感器报警浓
度20.8%CH,,断电浓度21.2%CH,,复电浓度V0.8%CH“断电范围为工作面及回风巷内
全部非本质安全型电气设备。
(3)工作面回风顺槽测风站甲烷传感器T?:在距15211回风绕道口往里10〜15m处设
甲烷传感器,报警浓度N0.8%CH“断电浓度20.8%CH“复电浓度VO.8%CH«。
(4)工作面回风顺槽测风站安设一个一氧化碳传感器,报警浓度20.0024%C0。
(5)工作面回风顺槽测风站安设一个温度传感器,报警浓度》26℃。
(6)工作面回风顺槽测风站安设一个硫化氢传感器,报警浓度20.00066%达5。
(7)运输顺槽皮带机滚筒下风侧10〜15m处安设一个烟雾传感器,皮带着火时要自动
报警。
(8)运输顺槽皮带机滚筒下风侧10〜15nl处安设一个一氧化碳传感器,报警浓度2
0.0024%C0o
2、安装质量标准及使用维护情况
(1)严格按质量标准安设,安装位置距顶板不大于300mm,距煤壁不小于200mm,每班
由综采队负责,根据生产进度按规定移动并管理传感器,并责任到人,发现问题立即向监控
室汇报。
(2)监控室要安排专人对甲烷传感器及断电仪每天进行巡检,甲烷传感器每10d至少
进行一次调校、故障闭锁、瓦斯电闭锁试验。
(3)监控室安
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