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文档简介
南桐矿业公司
(采煤)
作业规程
矿井名称:南桐矿业有限责任公司红岩煤矿
采煤工作面:2606N3段综采工作面
总工程师:
生产副总:
安全副总:
通瓦副总:
机电副总:
安监部:
通瓦部:
技术部:
施工队:
编制:
红岩煤矿生产技术部
二OO九年三月二十八日
红岩煤矿生产技术部
目录
第一章概况........................................................4
第一节工作面位置及井上下关系........................................4
第二节编写依据.......................................................4
第三节煤层.......................................................5
第四节煤层顶底板....................................................5
第五节地质构造......................................................6
第六节水文地质......................................................6
第七节影响回采的其它因素............................................7
第八节储量及服务年限................................................7
第二章采煤方法........................................................8
第一节巷道布置......................................................8
第二节采煤工艺......................................................9
第三节设备配置.....................................................10
第三章顶板控制.........................................................11
第一节支护设计.....................................................11
第二节工作面顶板控制...............................................15
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制.................................16
第四节矿压观测.....................................................18
第四章生产系统.........................................................18
第一节运输........................................................19
第二节“一通三防”与安全监控.......................................20
第三节排水.......................................................24
第四节供电......................................................24
第五节通信照明.....................................................27
第五章劳动组织和主要技术经济指标.......................................28
第一节劳动组织.....................................................28
第二节作业循环.....................................................29
第三节主要技术经济指标.............................................29
第六章煤质管理.........................................................30
第七章安全技术措施.....................................................30
第一节一般规定.....................................................30
第二节顶板管理.....................................................32
第三节防治水.......................................................38
第四节爆破......................................................38
第五节“一通三防”及安全监控........................................40
第六节运输......................................................43
第七节机电......................................................48
第八节其它......................................................54
第八章灾害应急措施及避灾路线...........................................55
附件:
作业规程学习和考试记录
作业规程补充学习和考试记录
作业规程复审
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
2606N3段工作面位于2606材料上山北翼,机巷底板标高为+316〜+327m,
回风巷底板标高+365〜+376m。详见表1。
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称+180m水平采区名称2606
地面标高(m)+610〜+670m井下标高(m)+316〜+376m
地面相
地表位于南平镇木渡村寨子坡一带。
对位置
回采对地面
该段工作面的回采对地表有一定影响。
设施的影响
上起N3段风巷,下抵N3机巷(N3段风巷),西以该区切割上
井下位置及山为界,与2604东一、二段相邻。东以材料上山为界,与该区1995
与四邻关系年回采结束的东一段(首采面)毗邻。坐标位置为X:3215195—
3215360,Y:47500—48000o
走向长度(m)500倾斜长度(m)170面积(m2)85000m2
第二节编写依据
一、工程设计及批准时间
《红岩煤矿2606N3综采工作面设计》,批准时间为2008年12月11日。
二、地质说明书及批准时间
《红岩煤矿2606N3综采工作面地质说明书》,批准时间为2008年12月10
日。
三、其它技术规范
1、《煤矿安全规程》(2006版)
2.《中华人民共和国矿山安全法》(1993年)
3.《中华人民共和国煤炭法》(1996年)
4.《中华人民共和国安全生产法》(2002年)
5.《煤炭安全监察条例》(2000年)
6.重煤集团发(2006)64号《重庆煤炭集团公司采煤、掘进安全质量标准
化标准及考核评级办法》
7、《红岩煤矿顶板管理61条》
第三节煤层
本工作面开采煤层为6"(K1)煤层,通过该工作面揭露的回风巷、机巷及
切割和相邻工作面回采地质资料分析,该工作面范围内,6#煤层赋存较为稳定,
煤层厚度在0.5〜2.5m之间。详见表2。
表2煤层情况表
5—15
0.5—2.5
煤层厚度(m)煤层结构较简单煤层倾角(°)12
1.8
开采煤层6#煤种肥煤稳定程度较稳定
该煤层为二迭纪龙潭组的K1(6#)煤层,平均厚度1.8m,属中厚
煤层。中部含0.5〜1.5m黑色夹阡,该区域煤层平均倾角12°,局部
有反倾现象。煤层含硫量在3~3.5之间,发热量在6000~6500卡之
煤层情况描述
间,属高硫高热值肥煤。煤层硬度适中。
煤层以半亮型为主,煤层断口呈金属光泽。在地质构造影响区域
煤体内节理和裂隙较发育。
第四节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表30
表3煤层顶底板情况表
顶、底板名称岩层名称厚度(m)特征
老顶砂质页岩17.7黑色砂质页岩,含灰质及铁质。
直接顶页岩4.97灰黑色页岩,含黄铁矿结核。
伪顶碳质叶岩0.15黑色砂质页岩,含植物化石。
直接底铝土及角砾岩2.523灰白色铝土及铝土胶结的角砾岩。
老底茅口灰岩180棕色及浅棕色,含方解石及化石。
附图1:工作面地层综合柱状图。
第五节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
根据回风巷、机巷揭露出的煤层情况分析,本工作面无大的断层及地质构造
对回采产生影响。
二、褶曲情况及其对回采的影响
该工作面位于肖嗣平背斜东翼与木渡坝向斜西翼之间的宽缓地带,由于受东
西挤压力影响,致使煤层在走向方向将会发生波状褶皱起伏。其小型构造主要以
顶压和底鼓为主。且顶压和底鼓有明显伴生现象。影响范围与构造的大小多成正
比关系。从下部巷道揭露的情况看,断层落差均在1—2m左右。
第六节水文地质
一、含水层分析
由于采动和局部地质构造影响,顶板淋水将会对工作面回采造成较大影响,
初步分析,补给源主要来自上部采空水沿煤层顶板破碎带的渗透,另外,长兴灰
岩含水层岩溶水沿构造裂隙带也参与了部分补给,而大气降雨沿地表汇水洼地经
岩溶漏斗成为长兴灰岩含水层的补给源。
二、其它水源的分析
回采区域对应至地表范围内没有大的河流、水库、堰塘等水体存在。
煤层底板茅口灰岩含水层主要集中在Pm7层于Pm8层间。对回采不会带来安
全威胁。
三、涌水量
根据2606N4段工作面在回采过程中连续出现顶板淋水的的情况分析,预计
该段在回采过程中仍存在顶板淋水现象,顶板淋水将主要集中在机头至工作面中
部一带。
33
预计最大涌水量为80m/h,正常涌水量40m/ho
第七节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况(表4)
表4影响回采的其它地质情况
瓦斯高瓦斯采区,绝对瓦斯涌出量约为6.792m3/min
C02低C02矿井,涌出量极小
煤尘爆炸指数K1煤层具有爆炸危险性,煤尘爆炸指数15.1-35.2%
煤的自然倾向性属II类自然发火煤层
地温危险无
冲击地压危害无
二、冲击地压和应力集中区
目前我矿冲击地压并不明显,应力主要集中在巷道十字交叉口、工作面上隅
角至超前距10m范围。
三、地质部门的建议
1、回采过程中由于顶板淋水和采空水较大,回采之前必须对顶板水进行治
理和回采过程中采取煤、水分流措施。
2、由于煤层变薄采取放炮措施和顶板淋水造成顶板破碎,必须加强顶板管
理。
第八节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量:走向长义倾斜长义煤层厚度义容重(视密度)
=500X170X1.8X1.4
=214200t
工作面可采储量:工业储量X采出率=214200X95%=203490t
二、工作面服务期限(月)
工作面的服务期限=可采储量/设计月产=203490/30930=6.76月
第二章采煤方法
采用走向长壁后退式采煤方法,综合机械化采煤回采工艺。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置
工作面采用走向长壁布置,回风巷、机巷均沿煤层走向布置,切割沿煤层倾
向布置。
二、工作面机巷(原N4回风巷)
1、支护形式:机巷采用锚网支护;
2、巷道断面:异形断面,净宽22.8m,下帮N2.1m(摸顶破底),净断面积
N6.57m2;
3、管线敷设:详见附图2:2606N3综采工作面巷道断面图
4、巷道用途:工作面的进风、行人、运煤。
三、工作面回风巷
1、支护形式:采用锚网支护。巷道顶部及上帮选用①18X2000mmKMG500
左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆,间距为0.8m、排距为0.7m。下帮选用①16义
1400niniKMG400左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距为0.9m、排距为0.7m;
2、巷道断面:异形断面,净宽22.8m,下帮22.0m(摸顶破底),净断面积
26.3m1
3、管线敷设:详见附图2:2606N3综采工作面巷道断面图
4、巷道用途:工作面的回风、行人、运料。
四、工作面机轨合一巷(原N3底板运输巷)
1、支护形式:裸体巷道,局部破碎带采用锚喷支护;
2、巷道断面:巷道采用1/4拱断面,宽3.6m,墙高1.8m,巷道断面积9.50m2;
3、管线敷设:见附图2:2606N3综采工作面巷道断面图
4、巷道用途:主要用于工作的下料、行人,并靠巷道上帮摆放皮带运输机,
将煤炭外运至2606皮带上山。
五、2606N3底板运输巷
1、支护形式:裸体巷道,局部破碎带采用锚喷支护;
2、巷道断面:巷道采用1/4拱断面,宽3.6m,墙高1.8m,巷道断面积9.14m2;
3、巷道用途:靠巷道下帮钉道,主要用于工作面的行人、运料、2606N3段
瓦斯抽放。
六、采煤工作面切割
1、支护形式:摸顶破底掘进,巷宽5.7m,巷高2.2m,断面积12.54m?;采
用锚网梁、锚索及单体液压支柱配合工字钢梁子联合支护。锚杆及锚索均采用端
锚;巷道顶板铺设12#铅丝网,两帮采用排花、竹芭进行背护;
附图3:生产系统平面布置示意图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采用综合机械化采煤工艺,全部垮落法管理顶板。
2、工艺流程:割煤、运煤一伸伸缩梁一移架一推移刮板运输机。
3、落煤:采用MG200/475-W采煤机螺旋滚筒割落煤,最小采高1.7m,最大
采高2.5m,平均1.9m,截深0.6m0
3、运煤:SGZ630/2X160型刮板运输机运煤,机巷采用一台SGWT50c刮板
运输机。
4、工作面支护:采用ZQY3000—14/32型液压支架。
二、采煤方法
1、采煤机进刀方式:采用割三角煤斜切进刀方式。
附图4:采煤机进刀方式示意图
2、采煤机正常切割:采煤机以1.0〜4.Om/min的速度上(下)割煤,采煤
机正常割煤采用前滚筒在上部,后滚筒在下部的方式,一次采全高。
三、工作面正规循环生产能力
W=LShrc
=170X0.6X1.9X1,4X95%(t)
=258(t)
式中:W——工作面正规循环生产能力,t;
L——工作面平均长度,170m;
s---工作面正规循环推进度,0.6m;
h---工作面设计采高,1.9m;
r——煤的视密度,1.4t/m3;
c——工作面采出率,95%
第三节设备配置
一、设备配备情况
1、液压支架为ZQY3000-14/32型:
(1)、外型尺寸:支架高度1400/3200mm,宽度:1430/1600mm,
(2)、支架中心距:1500mm;
(3)、初撑力(P=31.5MPa):2618KN;
(4)、工作阻力(P=36.川Pa):3000KN;
(5)、立柱缸内径:230mm;
(6)^行程:1637mm;
(7)、泵站工作压力:31.5MPa;
(8)、支架质量:12.6t;
(9)、移架步距:600mm
2、刮板输送机选为SGZ-630/320型
(1)、电动机功率:2X160KW、电压:H40V
(2)、运输能力:450t/h、链速:0.92m/s;
(3)、中部槽规格:1500X630X252min;
3、采煤机选为MG200/475-W型
(1)、电动机功率:2X200+75KW;型号:YBC-200c二台和YBO75一台;电
压:1140V;
(2)、截深:630mm、滚筒直径:1.40m;
(3)^牵引速度:0〜7.7m/min;
(4)、牵引方式:液压调速齿轮销排式无链双牵引;
(5)、机面高度:1100mm,最小卧底量:310mm;
(6)、主机重量:30吨,最大不可拆部件重量:6000公斤;
(7)^最大不可拆卸尺寸:3245X906X455mm。
4、乳化泵选为MRB200/31.5C型。
(1)、电动机功率125KW,电压等级H40/660V
(2)、转速:1480T/min
(3)^压力:31.5Mpa
(4)、流量:200L/min
5、喷雾泵选为WB250/5.5型
⑴、电动机功率:30KW、电压:1140/660V
(2)^转速:1480r/min
(3)^压力:5.5Mpa
(4)、流量:250L/min
6、皮带运输机选为DTS80/40/2X40型。
(1)、带速2.Om/s,运输能力400t/h,最大输送长度800m;
(2)、电机KBY-40两台,2X40KW;电压:660V;
(3)、台数:1台。
7、移动变电站选为KSGZY-500/6/0.69型1台,KBSGZY-1000/6/1.14型一
台,负荷分配见供电系统图。
附图5:工作面设备布置示意图。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
1、经验计算支护强度
Pt=7X9.81XhXY=7X9.81X1.8X2.5=308.7KN/m2;
h——平均采高;
Y--------容重。
2、参考相邻工作面2606N5工作面矿压显现资料(表6),最大支护强度
336.32KN/m2
3、选择工作面支护强度:
222
309KN/m<336.32KN/m,因此工作面支护强度应大于336.32KN/m0
4、支护设备选择:
工作面选用ZQY3000-14/32型支架,基本支架做端头支架使用。
表52606N5工作面矿压显现资料及预计本工作面矿压参数参考表
本面预计或
序号项目单位同煤层实测
选取
顶
底
板直接顶厚度m8.58-11
1条
件
老顶厚度m97-10
直接底厚度m55
2直接顶初次来压步距m17〜2215〜25
来压步距m20〜2520〜25
最大平均支护强度KN/m2400400
3初次来压步距最大平均顶底板移
mm100100
近量
来压显现程度明显明显
来压步距m15〜1912〜21
最大平均支护强度KN/m2336.32340
4周期来压步距最大平均顶底板移
m8080
近量
来压显现程度明显明显
最大平均支护强度KN/m2224.07250
5平时最大平均顶底板移
mm5050
近量
6直接顶悬顶情况m<1.5<1.5
7底板允许比压MPa44
8直接顶类型类IIII
9老顶类型类IIII
10巷道超前影响范围m1010
表6工作面条件与支架适应条件对照表
项目工作面条件支架适应性
采高1.9m1.4〜3.2m
倾角<15°<35°
煤厚0.5〜2.5m1.4〜3.2m
支护强度340KN/m2715KN/m2
顶板种类二级二类
通过对比、验算,证明选用ZQY3000T4/32型支架能满足要求。
二、乳化泵站
(一)乳化泵站选型、数量
1、理论计算。
通过对比可知,自切割初采时泵站压力损失最大,此时走向长L=500m,倾
斜长L2=170m,本站至工作面高差hi=67m;上下巷高差h2=20m,泵站流量200L/min,
瞬时经济流速v=2.56m/so
、0.210.21C,
沿程阻力系数X=-------=------------=0.014
0.3c/0.3x50
式中,d为管径,取d=50mm。
沿程阻力损失hw=X•出+•—
d2g
(500+170)2,0
=0.014Xx
~005-2x9.8
=19.2mmH20
Gv2
局部阻力损失hs=
18x22
2x9.8
=3.67mmH20
式中,G为局部阻力损失系数,取18。
泵站压力损失:H=hw+hs+h1+h2=(19.2+3.67+67)=88.37mmH20=0.88MPa
,.1F11427
支架工作压力:ni=—x--------------------=—x-------------------------=17.2MPa
2(8/2)2x3.142(0.23/2)2x3.14
泵站压力:Pb=(h+hj)XK
=(0.88+17.2)XI.18
=21.3MPa
2、结论。通过理论计算和相邻矿井实测分析,确定2606N3综采工作面泵站最小
值为30MPa,额定值为31.5MPa。
通过计算设计,选用MRB200/31.5C型液压泵站,一台泵站满足工作面需要,
但是为保证工作面正常运转,因此在备用一台液压泵站以供使用
乳化泵型号为MRB200/31.5C,数量2台,主要技术参数如下:
乳化泵型号MRB200/31.5C
公称流量200L/min
公称压力31.5Mpa
(二)乳化泵站位置
乳化泵站设置在2606N3甩道,距工作面切割500m。
(三)泵站使用规定
(1)泵站设备的维修管理由采煤队负责,维修管理措施由采煤队负责制定
实施。
(2)泵站司机必须持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度,必须配带
乳化液浓度计,认真填写乳化液浓度检查记录。
(3)乳化泵站输出压力不小于30Mpa,乳化液浓度达3%〜5%,有配比和
检测手段,配液用水为中性水,泵站周围不得有积水及杂物。
(4)油箱必须有过滤网,正常情况下油箱必须盖好。
(5)泵箱的自动给液装置应配备齐全完好,严禁开空泵、开长流水。
(6)开泵前检查泵站和液压系统各部件,达不到完好标准不准开泵。
(7)注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐,注液枪使用后应悬挂
在人行道两侧,不得放在地上。
(8)液压管路不得有跑冒、滴漏现象,密封圈和油管损坏后必须及时更换。
(9)泵压由检修工调定,其它人员不得调整,正常情况下只准开一台泵,
另一台泵备用,若有损坏及时修复。
(10)更换液压管或液压密封圈,应停油泵或关闭断路阀。
第二节工作面顶板控制
一、正常生产期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤、运煤后,先伸伸
缩梁,再移刮板运输机,最后移架,及割煤、运煤一伸伸缩梁一移架一推移刮板
运输机。采用带压擦顶移架的方式移架,正常移架要滞后后滚筒3〜5架,移架
步距为0.6mo
支护要求如下:
1、工作面应达到动态质量标准化要求。
2、移架完毕后立即升紧支架,达到初撑力,立柱压力表读数在25MPa以上,
保证顶底板移近量W400mm,手把打回零位。
3、割煤后及时护顶、护帮,移架滞后割煤机后滚筒距离不超过8m,防止空
顶时间过长。
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶并升实支架。
5、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架,否则及时调整。
二、特殊时期的顶板控制
(一)来压及停采前的顶板控制
1、工作面初次来压前的初采初放安全技术措施见本规程第七章第二节(第
35页)。
2、工作面初次来压和周期来压间,应加强来压的预测预报。
3、工作面支架立柱初撑力不得低于25MPa,机巷、回风巷单体液压支柱初
撑力不低于9MPa;特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态,确
保整体支护强度,预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板控制。
5、工作面停采时另行编制措施。
6、工作面收尾时另行编制措施。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制
1、根据地质资料分析,本区地质构造复杂,必须要加强过断层回采的顶板
控制工作,要控制好采高,断层处的支架要确保初撑力(不得小于25MPa),届
时必须编写有针对性的补充措施。
2、当工作面局部片帮严重时,伸伸缩梁及时护帮、护顶。
3、顶板破碎时,必须采用立即支护,及采煤机后滚筒割过后,带压移架,
并用单体液压支柱打好贴帮支柱。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
1、支护规定:
(1)工作面机巷的超前支护均采用单体液压支柱配合矿制”型梁支护,支
护距离单排不少于20m,双排不少于10m。
(2)超前支护以外的巷道出现棚子变形、锚网破裂、锚杆脱落、片帮、漏
顶要及时维护,确保两巷支护完整,无断梁折腿,无空帮空顶。
(3)回风巷为锚网支护,从2606N4综采面的实际回采情况来看,锚网支护
不需进行超前支护。
(4)安全出口处靠煤壁侧使用单体液压支柱配矿制3.6mn型梁架设走向抬
棚。
2、支护材料及支护密度:
机巷使用两排适高单体液压支柱配矿制3.6mn型梁,柱距1.0m,距上下两
帮0.1~0.3m,一梁四柱架设走向抬棚进行加固。
3、支护质量标准
(1)两巷单体液压支柱要打成一直线,其偏差不超过±100mm;
(2)支柱严禁打在浮煤浮砰上,支柱确保迎山有力,支柱初撑力不小于
9MPa,所有单体液压支柱注液口方向一直朝向采空区;
(3)两巷高度不低于1.8m,人行道宽度不小于1.0m;
(4)超前范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
二、工作面端头及安全出口的管理
工作面上端头采用1.2m较接顶梁配单体液压支柱,一梁两柱、齐梁齐柱支
护顶板,柱距1.0m,排距0.6m,机头向机尾方向第一棚支柱与工作面最后一架
液压支架间的距离不得超过300mm;机尾机道和电机用3.6mn型梁配单体液压支
柱、一梁三柱、错梁齐柱、并棚支护,并棚柱距为350所、并棚之间棚距为550mm;
支柱与梁子采空区至煤壁的定位尺寸为200mm/600mm/600nlm/2200mm,梁子交错
距为600mm。每对n型钢梁间距不大于0.80m,对内间距0.2米。整个上端头包
括液压支架与液压支柱间的间隙都必须用排花、竹笆背护严实,支护必须迎山有
力,迎山角3〜5度。端头悬挂端头支护管理牌板,明确管理职责。
三、工作面上安全出口及支护方法
1、安全出口规格:工作面与上回风巷采用留设煤柱回采,煤柱倾斜长2~
4m,工作面每间隔3〜5m采用风镐顶一个矩形安全出口。安全出口规格净宽为
2
1.8m,净高不低于1.6m,眼子净断面积不小于2.88m0
2、支护方法:眼子采用适高单体液压支柱配2.0m工字钢进行架棚支护,棚
距0.8m。安全出口顶部及两帮用竹笆、排花背护严实。安全出口穿口必须架设
穿口抬棚。穿口抬棚用2.4m工字钢配适高单体液压支柱,一梁两柱进行架设,
抬棚必须打紧打牢。
四、支护材料的使用数量及存放管理
1、支护材料使用数量(见表7)
表7支护材料使用数量表
序号地点支护材料数量备用备用地点
3.6mJi型钢梁91N3机巷
1机巷超丽
DZ-100单体液压支柱364N3机巷
3.6mJI型钢梁41N3机巷
2工作面下端头支护
DZ-100单体液压支柱142N3机巷
2.1m工字钢71N3回风巷
3安全出口
DZ-100单体液压支柱142N3回风巷
3.6mn型钢梁41N3回风巷
4工作面上端头支护HDJB—1200钱接顶梁122N3回风巷
DZ-100单体液压支柱263N3回风巷
2、支护材料管理
(1)支护材料要建账统一管理,现场牌板要与实物相符。
(2)材料要码放整齐,损坏的支柱、梁不能使用,要及时更换上井。
(3)按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料,支护材料放两巷距工
作面不大于50m处,有1.0m以上宽度的人行道和必要的运输通道,专人负责挂
好标志牌。
附图6:工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
矿压观测内容包括日常支柱(架)支护质量动态监测、巷道变形离层监测、
顶板活动规律分析等内容。
二、矿压观测方法
(一)日常支架支护质量动态监测
支架支护质量动态监测采用ZYJ-10型综采矿压观测仪分机与人工监测相
结合的方法。主要监测工作面各段支架的受力情况,工作面各支架的卸载情况,
支架前探梁是否伸出及时护顶等情况。
当工作面压力增大时,要查明原因,并采取相应的措施及时处理;当工作面
支柱(架)有卸载情况时,要及时查明原因,现场及时处理。现场处理不了的要
及时报告队值班室,让检修工及时处理。
(二)超前、两巷的矿压观测
要充分利用布置在巷道中的顶板离层仪,每天读取工作面超前支护范围段及
工作面其他巷道段的顶板离层仪指示值,记录巷道顶板离层变形情况,记录实测
点与工作面煤壁的距离;每天要利用钢卷尺认真测量工作面超前段两帮移近情况
及顶底板移近情况;两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测,
检修班打完超前维护后由验收员对单体的初撑力进行测量,生产验收员对端头及
超前维护的单体初撑力进行测量并记录。
(三)顶板活动规律分析
要充分利用工作面现场所取得的第一手资料,坚持每旬、每月顶板活动规律
分析,并认真记录在案,以充分掌握工作面顶板活动规律,为工作面顶板管理提
供充足的依据。
三、观测时间要求
1、对工作面,整个生产期间都要进行矿压观测。
2、对两巷,整个生产期间都要进行矿压观测。
3、支护质量监测,整个生产期间都要进行监测。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
(一)运煤设备及运煤方式、转载方式
运煤设备及运煤方式:
工作面SGZ-630/320型刮板运输机
机巷SGW-150型刮板运输机一台
底板运输巷DTS80/40/2X40型皮带运输机一台
转载方式:
机巷与底板运输巷采用区段煤仓联系。
(二)辅助运输设备及运输方式
工作面需要的材料、设备等物资,采用LOt矿车或平板车、JD—11.4、JD
—55绞车通过轨道巷或运输巷、运入工作面。
二、推移刮板运输机的方式
采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机,推移步距0.6m,推移刮板运输机
距采煤机12〜15m。输送机弯曲度不超过3。,推移刮板运输机最小弯曲段不小
于15m,采煤机向上(下)割煤时推移顺序为自上(下)而下(上)的顺序进行。
三、运煤路线
工作面一N3机巷一N3底板运输巷一2606皮带上山一2606采区煤仓一+180m
水平南大巷(机车)一+180m水平煤仓一+180m箕斗斜井一+360m水平运输平
胴(机车)一地面煤仓。
四、辅助运输路线
(一)进料系统
地面一+360m水平运输平嗣(机车)一副暗斜井(绞车提升)一十180m水
平南大巷(机车)一2606材料上山(绞车提升)一2606N2甩道一2606N3底板运
输巷一2606N3风巷一2606N3段工作面。
见附图7“2606N3段工作面运输系统示意图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
(-)风量计算
表8风量计算表单位:m7min
项目公式计算结果
按瓦斯涌Q=100X6.0X1.2
出量计算Q=100qk
=720m3/min
Q—工作面实际需要风量,
Q=60X0.6X
按工作面m3/min
Q=60vS[(10.17+11.25)/2]
温度计算q一工作面平均瓦斯绝对涌出
=385.56m3/min
量,m3/min
按工作面
k—瓦斯涌出不均匀的备用风
每班工作
Q=4nQ=4X40=160m3/min量系数
最多人数
v一工作面平均风速,m/s
计算
S工作面的平均断面积,Itf
按风速进Q最小>15SQ最大<240S
=244Im3/minn一工作面同时工作的最多人
行验算=169m3/min
数,人
确定工作
面实际需工作面实际需风量为720m3/min
要风量
(二)通风路线
进风:地面一+360m水平主斜井、运输平胴、放水平胴一管子井、暗主斜
井、暗副斜井一180m水平南大巷一2606材料上山、皮带上山一2606N3机巷、N3
底板运输巷一2606N3段工作面。
回风:2606N3段工作面-2606N3回风巷一2606回风上山一+360m水平南大
巷f新回风斜井一地面。
二、瓦斯检查
(-)瓦斯检查
工作面瓦斯检查应符合下列要求:
1、瓦检员按瓦斯巡回检查计划图表规定的地点、次数、检查方式进行检查,
严禁空班漏检和假检。
2、瓦斯检查员准确填报瓦检报表和各种记录,报表和记录数据必须“三对
口”。
4、瓦斯检查时,要严格按规定操作,发现不安全隐患,要先消除隐患在进
行检查。
5、瓦斯局部积聚地点附近20m内必须停止作业,撤出人员,切断电源进行
处理。
6、瓦斯浓度出现下列任何一种情况时,必须停止工作,撤出人员,切断电
源、揭示警标并标志“严禁入内”字样,立即向矿调度室、通瓦部、通风队汇报,
采取措施进行处理后,方可恢复工作,严禁瓦斯超限作业:
①回风流中瓦斯浓度超过1%;
②工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%;
③进风流中瓦斯浓度超过0.5%o
7、工作人员进入工作地点前,应先观看瓦检牌,当工作地点瓦斯超限时,
不得进入工作地点。
8、对因瓦斯浓度超过规定被切断的电源的电器设备,必须在瓦斯浓度降到
规定浓度以下时(工作面和回风为1.0%进风为0.5%),方可人工通电启动。
9、瓦斯检查员严格按规定进行交接班,所有情况必须交接清楚。
三、综合防尘系统
(一)防尘管路系统
工作面冷却、喷雾、防灭火系统如下:
+360防尘水池一+180管子井一+180m南大巷一2606材料上山一2606N3回
风巷、2606N3运输巷一2606N3段工作面
(二)防尘措施
1、机巷657供水管路上,每隔100m安设619的三通及阀门,并在距工作
面50m范围内安设一组净化水幕,以净化进风流,管路末端在工作面循环机头处。
2、回风巷642供水管路上,每隔100m安设619的三通及阀门,供灭火、
洒水用,在回风巷距工作面50m范围内安设一组净化水幕,以净化回风流,管路
末端距尾巷不少于5m。
3、皮带运输巷657供水管路上,每隔50m安设619的三通及阀门。
4、运煤转载点各设一组防尘喷雾装置。司机必须在运煤时开启,停运时关
闭。
5、工作面及两巷内煤尘、浮煤采煤队必须每班及时清扫和冲洗,通风队定
期冲洗。
6、净化水幕生产时打开,停止生产时关闭;采煤机防尘水开机时开启,停
机时关闭,防尘水压不得低于2MPa。
7、防尘设施由通风队安装维护,采煤队正确使用及负责日常管理。
(三)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
1、严格执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度。严禁瓦斯超限作业。
2、通风队专职瓦斯检查员应加强瓦斯检查,发现瓦斯超限或涌出异常时必
须立即停止作业、撤出人员、切断电源、设立禁区并标志“严禁入内”字样,立
即向矿调度室和通风队汇报,待处理后方可恢复作业。割煤机必须使用机载瓦斯
检测仪,司机必须带便携式瓦斯检测仪,随时加强对割煤机附近的瓦斯检查。
3、机运部和采煤队加强对N3段范围内的所有电气设备的检查和管理,落
实人员每天必须进行一次防爆检查,认真做好记录备查,严禁电气失爆。
4、通风队分别在N3机巷、N3回风巷内距工作面60〜200米各安设一组隔
爆水袋(每组32个、水量40升/个),之后各巷内每隔200米安设一组隔爆水袋。
5、通风队在N3段回风巷距工作面50米范围内,在N3机巷距工作面50
米范围内各安设一组净化水幕,生产班长负责在生产时开启、停止生产时关闭;
割煤机割煤时必须使用内外喷雾装置,压力大于2Mpa,割煤机司机负责开关,
采煤队负责维修;所有转载点必须安设防尘设施。通风队负责安设、维护防尘设
施,采煤队负责使用、日常管理,严禁损坏防尘设施。
6、爆破作业时必须严格执行综合防尘措施,使用水炮泥和防尘喷雾,爆破
前后必须对采煤工作面爆破点20米范围内进行洒水降尘。
7、巷道净断面不得小于原设计的80%。
四、防治煤层自然发火技术措施
1、输送机机头应放置两个灭火器,并保持完好,井下所有人员必须会使用
灭火器材。
2、利用防尘管路兼作防灭火管路,两巷每100m、皮带道每50m安设一个消
防三通及阀门。
3、加快回采速度,严禁随意停采。
4、加强浮煤清理,回采工作面回收率不小于95%。
5、加强机巷的回收管理,机巷不得落后工作面超过2m,尽量保持与支架持
平。
五、抽放系统
管路:抽放泵站一砰石斜井f主平胴f管子井f+180南运输大巷一2606石
门一皮带上山一上部材料上山一2606N2甩道一2606N3回风巷
N3回风巷内管路沿回风巷下帮安设,末端距切割20米。
从回风巷向工作面后方施工(设计孔深50米,孔径75nlm,孔间距5米,方
位角295—330度,倾角18—28度)。详见附图8:卸压钻孔布置图。
六、通风安全监测系统
(一)瓦斯监测传感器安装
按规定分别在进风巷、工作面、回风巷和护巷内安设瓦斯传感器;回风巷内
安设一氧化碳传感器;在抽放巷第一道正向风门上安设风门开关传感器;机巷转
运设备、工作面割煤机和刮板输送机馈电开关上安设远程断电器;被控电气设备
开关负方安设馈电传感器,各传感器的安装见附图9“2606N3段综采工作面监测
系统示意图”
(二)技术要求
传感器设定参数详见表9,监测人员每10天对该装置进行全面检查和调校,
确保该装置报警断电功能灵敏可靠。
表9传感器设置参数
名称报警浓度断电浓度复电浓度断电范围
瓦进风巷20.5%20.5%<0.5%进风巷内全部非本质安全型电气设备
斯工作面21.0%三1.5%<1.0%工作面及进、回风巷全部非本质安全型电
气设备
回风巷21.0%21.0%<1.0%工作面及回风巷内全部非本质安全型电
护巷21.0%21.5%<1.0%气设备
风门开关风门打开时报警
一氧化碳一氧化碳浓度超过0.0024%报警。
馈电被断电的电气设备开关负方电缆有电流时报警
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