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文档简介
铜鑫煤矿
采煤工作面作必赠
工作面名称:1402综放工作面
编制人:陈爱伟
区队长:
施工单位:
批准人:
编制日期:2013年月日
执行日期:2013年月日
目录
第一章概况..................................4
第一节工作面位置及井上下关系............4
第二节煤层..............................4
第三节煤层顶底板........................5
第四节地质构造.........................7
第五节水文地质.........................8
第六节影响回采的其它因素...............8
第七节储量及服务年限....................9
第二章采煤方法..............................9
第一节巷道布置...........................9
第二节采煤工艺...........................10
第三节设备配置...........................14
第三章顶板管理...............................17
第一节支护设计...........................17
第二节工作面顶板管理.....................18
第三节两巷及端头顶板管理.................21
第四节矿压观测...........................27
第四章生产系统..............................27
第一节运输系统...........................27
第二节通防与监控系统.....................28
第三节排水系统..........................35
第四节供电系统..........................36
第五节通讯照明系统......................36
第五章劳动组织和主要经济技术指标............37
第一节劳动组织..........................37
第二节主要经济技术指标表................38
第六章灾害预防及避灾路线....................39
第七章安全技术措施..........................40
第一节一般措施..........................40
第二节顶板管理..........................46
第三节防治水.............................47
第四节“一通三防”........................48
第五节运输管理............................48
第六节机电管理...........................52
第七节其它措施...........................63
第八章安全管理制度.............................71
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表
水平名称+1200m采区名称1402工作面
+1373井下标高+1209.8
埋深(m)257-325
地面标高(m)-1535.6(m)-1116.1
1402(南)采煤工作面,地面相对位置位于本矿主井以西南
地面相对位130-380mo地表地势为中低山森林区,地表沟谷纵横、山峦起伏,低
置及建筑物山、沟壑,地形较复杂,植被茂密。无建筑物。
回采对地面该面回采后会引起地表发生不同程度的沉降变形。
设施的影响
井下位置:位于井田南翼。范围:北起集中运输巷,南至该面
切眼;东、西两侧分别以该面回风巷和运煤巷为界。工作面落煤通
过运煤巷、集中运输巷、主(斜)井的运输设备提升至地面。
四邻关系:
井下位置及
该面回风巷东侧存在4#煤沉积尖灭区。运输巷西、以南均为铜
相邻关系
川矿务局下石节煤矿开采区,下石节煤矿采矿权边界与原耀县荒草
湾煤矿西、南边界相接。
切眼以南为原耀县荒草湾煤矿采空区。
集中运煤下山以北均为实炭区。
斜面积
走向长度(m)210倾斜长度(m)12526040
(in")
第二节煤层
煤层情况表
开采煤层4#煤煤种长焰煤稳定程度较稳定
煤层厚度3.3~5.3
煤层结构简单煤层硬度
(m)平均4.8
13°~15。
煤层走向N15°E煤层倾向N75°W煤层倾角
平均14°
4":黑色,沥青光泽,条带状结构,内生裂隙发育,多被方解石
充填,厚度变化较大,结构较复杂。煤层饱和单轴抗压强度5.70〜
10.8MPa,平均7.68MPa,泊松比平均为0.24,抗剪强度测试结果,凝
聚力C为0.43〜1.75MPa,平均0.79MPa,内摩擦角6为36.21〜
36.52°o
煤层结构总体上简单。在煤层中可见到「3层夹砰,厚度在
描述
0.05"0.15m,对回采无影响。
煤层产状:整合区位于陕北侏罗纪煤田焦坪矿区上石节井田的北
部,总体构造形态为倾向北西、走向北东的单斜构造,地层倾角小于
15°o
整合区未发现断层及岩浆岩,构造简单。
42煤层煤质特征表
灰分Ad(%)挥发份Vdaf觥)全硫St.d(%)发热量
Qb,dQgr.dQnet.d
原煤分级原煤分级原煤分级分级
(Cal/g)(MJ/kg)(MJ/kg)
12.96^12.04中灰31.99~39.770.37~3.01中硫
中等625625.98825.156高热值
19.04煤36.231.27煤
4々煤为低灰、中硫、中~高热值的不粘煤,可作为动力、气化及民用煤。
第三节煤层顶底板
老顶:为灰白色粗粒砂岩,成份以长石、石英为主,分选差,磨圆度中等,中夹煤屑,
局部相变为粗粒砂岩与砾岩互层,厚度4.03〜27.65米,平均15.30米。为坚硬的不易冒落
顶板。
直接顶:为灰白色、浅灰色、灰黑色粉砂岩,水平层理,含黄铜矿结核,局部相变为砂
质泥岩及泥岩,其厚度1.49-3.24米,平均2.47米。粉砂岩RQD值39.9-79.0%,平均58.03%,
饱和单轴抗压强度ll.00~18.2MPa,该层属弱〜中等稳定的易冒落顶板。
伪顶:浅灰色薄层状泥岩及砂质泥岩,层理明显,厚度小于0.5米。该层薄而疏松,呈
鳞片状,随采随落。
4-2煤层:黑色,沥青光泽,条带状结构,内生裂隙发育,多被方解石充填,厚度变化
较大,结构较复杂。煤层饱和单轴抗压强度5.70〜10.8MPa,平均7.68MPa,泊松比平均为
。24,抗剪强度测试结果,凝聚力C为043〜1.75MPa,平均O79MPa,内摩擦角0为36.21〜
36.52°o
直接底:以灰黑色、灰白色泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩等软弱类岩石为主,其力学性质
较差,厚度0.57〜37.01米,平均厚度11.198米,泥岩、砂质泥岩抗压强度4.30〜23.50MPa,
平均13.27MPa,在浸水条件下该层可发生底鼓。
煤层顶底板情况表
顶底板名称岩石名称厚度(米)岩石特征
老顶粗粒砂岩4.03—27.65灰白色,为坚硬的不易冒落顶板
直接顶粉砂岩1.49-3.24灰白色、浅灰色、灰黑色
伪顶泥岩及砂质泥岩0.5浅灰色薄层状,呈鳞片状,随采
随落
直接底泥岩、煤质泥岩、砂质11.198灰黑色、灰白色,遇水易膨胀
泥岩
附图:工作面煤层综合柱状图
综合柱状图
地层备
层厚柱状
岩石名称岩性描述
注
层(m)1:200号
••••
••••
・•••粗粒砂岩
1灰白色,为坚硬的不易冒落顶板泥
4.03〜27.65・••
••••
••••
1.49-3.242粉砂岩
••••灰白色、浅灰色、灰黑色
••••
•••••••
泥岩或砂质泥岩
0.5
3浅灰色薄层状,呈鳞片状,随采随落
■
煤4-2平均厚度4.3m,为半亮煤。该
4-2层煤
4.3
4煤层硬度系数f为1.5,煤层裂隙较发
育,且含水率较高。
灰黑色、灰白色,遇水易膨胀
11.198
5
泥岩、煤
质泥岩、
砂质泥岩
第四节地质构造
工作面位于上石节井田东南角,为一向北西缓倾的单斜构造,地层倾角13~14°,未发
现断层及岩浆岩,地质构造简单。
第五节水文地质
1、区内构造简单,主要开采埋藏较深的47号煤层,煤层厚度0〜10m,变化较大,未来
矿井直接充水含水层为侏罗系中统直罗组与延安组含水岩组,补给条件差,富水性微弱,据
邻近钻孔抽水试验资料,其单位涌水量0.000323-0.0017L/S・m,远小于0.IL/s・m;充水
含水层补给来源主要为洛河组含水层,其富水性中等,水文地质勘探类型为H类I型,即以
裂隙充水为主的水文地质条件简单型。考虑矿井采空区含水,水文地质类型为中等型。
2、巷道及采空区:本区南部为荒草湾煤矿,已有多年开采历史,其采空区及巷道是积
水进入矿井的直接通道,对矿井存在威胁,工作面运输巷、回风巷掘进期间已打钻孔进行疏
放、排干。
总之,该面回采在正常情况下不受地下水威胁。
3、综合防治水措施
(1)根据1402工作面开采充水条件分析,该面在回采前采取了以下防治水措施:
①运煤下山底部施工临排水仓容量180m3,安装BQS(QBK)100-150\4-70型潜水泵2台,
下山安设3108排水管路1趟,另有1趟待安装。设备额定排水能力达到100m'/h。工作面
回采中若出水,可进行排水。
②工作面运输巷、回风巷均为南高北低,水可顺巷道自然流出至外部临时水仓。
(2)该面回采前采取了探放水措施,但回采过程中运输巷的疏、排水设施必须保证完
好。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表
瓦斯瓦斯绝对涌出量为0.80m7min„该面相对瓦斯涌出量0.00m7t。
实测(A涌出量:0.02m7min
co2
4#煤层火焰长度150mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉量45%,有煤尘爆
煤尘爆炸性
炸性。
煤自燃倾向性煤层自然倾向等级为n级,自燃。
地温危害未发现地温异常。
冲击地压危害尚未发现冲击地压危害。
其他暂无。
依据陕西省煤炭局关于2010年矿井瓦斯等级鉴定结果的批复文件
第七节储量及服务年限
一、储量计算
该面走向长(自切眼至设计停采线)210m;,平均斜长125叱斜面积26040m2。煤层厚
度3.3-5.3m,平均4.8m。煤层容重1.4t/m)
二、采煤工作面服务年限
工作面平均走向长度210m,平均倾斜宽度125m。工作面采二放一为1个循环。日循环
2个、月生产天数30天。
工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=210/(0.6X4X30)=2.9个月
由于该工作面下部存在两条走向老巷,外部需过联络巷及原工作面的两条巷道,影响生
产严重,在生产过程中,对工作面生产影响程度可能与预计的存在误差,工作面服务年限相
应缩短或延长。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置:
该采区是以走向长壁采煤法布置的综放工作面采区,工作面由南向北开采。采区内共布
置2条下山,分别为:采区集中运输巷,采区集中回风巷,通过联络巷与工作面巷道相联接。
二、工作面巷道布置:
1、回风巷
回风巷在4-2#煤层中留底煤0.5米掘进,回风巷主要作用是回风、行人、运输物料。
巷道断面为2.8mX2.5m(宽X高)。采用“锚网带”联合支护,锚索补强。
2、运输巷
回风巷在4-2#煤层中留底煤0.5米掘进,运输巷主要作用是进风、行人、运煤。巷道
断面为2.8mX2.5m(宽X高)。采用“锚网带”联合支护,锚索补强。
巷道几何参数及支护形式见下表:
净断面
巷道名称断面形状支护形式净宽(m)净高(m)
(m2)
回风巷矩形7.0锚网索2.82.5
运输巷矩形7.0锚网索2.82.5
切眼矩形13.8锚网索6.02.3
附图:工作面巷道布置平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
1402工作面开采的4T煤层平均厚度4.8m,底板留底煤(平均0.5m),根据铜鑫煤矿整
合变更说明书和现有开采条件,确定工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法,全部垮
落法处理采空区。
二、采煤工艺
1、采用MG160/380-WDK无链液压牵引采煤机落煤。
2、采用采煤机组上下滚筒割装煤和前部运输机铲煤板前移配合装运煤;顶煤直接放入
后部运输机内。
3、工作面采用SGZ630/220中双链刮板输送机运煤,运输巷采用SGZ630/110中双链刮板
输送机运煤。
4、工作面采高2.3m,控制在2.0—2.3m之间,放顶煤厚度为2.0m,割煤循环进度为0.6m。
5、采用后退式综采放顶煤采煤法,全部垮落法管理顶板。
三、落煤方法
1、采煤机的进刀方式
采煤机的进刀采取端部自开缺口、斜切进刀的方式,斜切进刀段长度为20-40m,
进刀深度0.6m。具体操作如下:
a、采煤机位于吃刀处上行割三角煤。
b、采煤机下行割煤至下出口,其上推移刮板输送机。
C、采煤机在下端头吃刀。
d、采煤机下行割煤至下出口,再反刀上行割煤至上出口。
e、采煤机向下牵引斜切进刀。
附图:采煤机溜头进刀示意图。
工作面进刀、割煤示意图
ABCDE
煤机割煤到酒头提机进刀推移溜头推机割三角煤至溜头推移溜头
运输巷
回风巷回风巷回风巷
2、溜尾进刀方式同上。
3、采煤机割煤方式
采取双向割煤;即煤机从吃刀处上行割煤至上出口,再反刀由上往下割煤;割煤至下出口后
上行吃刀,然后下行割三角煤至下出口,再反刀上行割煤至上出口;采高2.3m,截深0.6m。
采煤机以>0-5.7m/min的割煤速度进行割煤,下行割煤时采用下滚筒割顶煤,上滚筒割底煤
的方式;上行割煤时采用上滚筒割顶煤,下滚筒割底煤的方式。
4、牵引方式
牵引方式为采用铸造锯齿轨做轨道自行牵引。
四、放煤工艺
1、放煤方式及步距:放煤方式采用采二放一,放煤步距为1.2m。
2、放煤方式:
采用分段、顺序放顶煤的方式放煤。放煤时将工作面分成两段,前42架为一段,后41
架为一段,放煤时同时开启两个放煤插板,每次放出的煤量相等,并按顺序循环进行,直到
将顶煤全部放出。放煤由专职放煤工负责,其他人员不得放煤。
在回采过程中根据实际情况及地质变化合理调整放顶煤步距,以提高煤质及顶煤回收
3、回采工艺流程:
端头斜切进刀一割煤f移架一推移前部溜子f放顶煤f拉移后部溜子一拉移转载机。
4、采放高度:放煤高度2.0m,采高2.3m,采放比为1:0.86。
5、放煤工艺要求
(1)为充分回收煤炭资源,提高工作面回采率,坚持见肝封门的放煤原则。
(2)若遇到大块煤不易放出时,可反复伸缩插板,小幅度上、下摆动尾梁,使顶煤破
碎后顺利放出。
(3)为了提高放煤效果,正常情况下,靠矿山压力破碎顶煤。
(4)放顶煤时首先动尾梁插板,将放煤口上方的破碎顶煤放出,煤量小时再活动尾梁
继续放煤,然后加大放煤口,将上部的大块煤放出,见肝时方可停止放煤,最后升起尾梁,
伸出插板,尾梁要略高于掩护梁,保证后部有足够的过煤空间。
(5)一般情况下,支架放煤口不能全部打开,以防止大块煤、肝突然涌出而卡住放煤
口,或者进入输送机卡断链子等。对于大块煤要伸缩插板或摆动尾梁将其挤碎再放出,大块
的肝石进入放煤口时,要用插板将其推入采空区,然后再将上部的顶煤放出。若放出的煤成
拱或块度较大时,一般采取同时打开2〜3个放煤口,多人操作的方法,使顶煤垮落而放出,
必要时可活动掩护梁使顶煤垮落(破坏成拱条件)。放煤时要掌握好放煤速度,上部的放煤口
要做到均匀稳定适量放煤,下部放煤口可根据输送机中的煤量大小来决定放煤速度,并在上
部放煤工换架或后期放煤少的间隙大量放煤,使输送机处于稳定运输中。
(6)初次放煤为工作面推进15m后,距停采线15m时停止放顶煤。采煤工作面上端头2
架、下端头2架不放顶煤。
1402工作面工序质量及要求一览表
工序名称质量特性技术要求
双向割煤,端头斜切进刀,进刀长度不大于30m,
割割煤方式
截深0.6m
采高均匀采高2.3m
煤
煤壁直成一条直线
顶底板平①无台阶②无伞檐③掉顶高度V300mm
支架直成一条直线,偏差W±50mm
支架正支架与顶底板垂直,歪斜度<±5°
移①最大仰俯角<±7。②端面距W340mm
顶梁平
③相邻支架高低差不超过主顶梁侧护板的2/3
①支架中心距1.5±0.1m
间距匀
架②支架不挤、不咬,架间空隙VI50mm
升得紧初撑力224MPa
移架步距600mm
①刮板输送机直,偏差V±50mm
推前部刮输送机直
②弯曲段220m③走向弯曲角度Vl°
板输送机
输送机平上下弯曲角度<3°
刮板输送机搭接合理,底链不拉回头煤
拉后部刮
与转载机
板输送机
移溜顺序单向顺序推移
放煤步距1.2m
放
放
①分段顺序放煤
煤
②由低向高放煤
方
煤③过煤高度与500mm
式
五、工作面正规循环生产能力
工作面每天组织2个完整循环,循环进尺1.2m,割煤高度2.3m,放煤高度2.0m,
放煤回收率为70%,则:
一、工作面日产量
1、割煤产量
Q1=KXSXHXLXyXC
式中:Q1-----割煤日产量,t;
S-----工作面日进度,2.4m;
H——采煤机割煤高度,2.3m;
C——割煤回收率,95%;
L-----采煤机割煤长度,125m;
K-----正规循环率,0.90。
1402工作面日割煤量Q=0.90X2.4X2.3X125X1.4X0.95=824.6t。
2、日放煤产量
Q2=KXSXHXLXyXC
式中Q2——日放煤产量,t;
H——放顶煤高度,2.0m;
L——工作面放煤长度,125-4X1.5=119m;
C-----顶煤回收率,70%;
K——正规循环率,0.90。
1402工作面日放煤产量为Q2=0.90X2.4X2.0X119X1.3X0.70=503.3t
3、工作面日产量
工作面日产量计算公式为:
Q=Q1+Q2
Q=824.6+503.3=1327.9t
第三节设备配置
一、液压支架:
支架的主要技术参数如下:
1.基本支架:
型号:ZF4200/16/26
支撑高度:1.6〜2.6m
支撑宽度:1430~1600mm
初撑力:3520kN
工作阻力:4200kN
支护强度:0.8MPa
底板比压:1.5〜1.8MPa
泵站压力:31.5MPa
操作方式:本架控制
支架重量:12.5t
2.过渡支架:
型号:ZFG4400/16/26
支撑高度:1.6~2.6m
支撑宽度:1430~1600mm
初撑力:3520kN
工作阻力:4400kN
支护强度:0.8MPa
底板比压:1.5~L8MPa(平均)
推移千斤顶行程:600mm
支架重量:12.5t
操作方式:本架控制
3.采煤机:
选用MG160/380-WDK双滚筒电牵引采煤机,主要技术参数如下:
截割高度(m):1.4~3.2
煤层倾角:W35°
截割部功率(kW):2X160
调高电机功率(kW):7.5
牵引电机功率(kW):2X22
电压等级(V):1140
滚筒直径(mm):①1600,三头叶片,高强度镐形截齿
截深(mm):630
机面高度(mm):1180
调速方式:交流变频调速
牵引方式:齿轮销轨式
牵引速度(m/min):0-7.5
牵引力(kN):630/278
控制方式:芯线电动,遥控
结构形式:多电机横向布置
重量(t):28
4.工作面刮板输送机
(1).工作面前部输送机选用SGZ630/220型刮板输送机,技术参数如下:
设计长度(m):125
中部槽规格(mm):1500X630X222(长X宽X高)
中部槽型式:铸造焊底
圆环链规格:2X(|)22X86mm
装机功率(kW):2X110(双速电机)
卸载方式:端卸
电压等级(V):1140
(2).工作面后部输送机选用SGZ630/220型刮板输送机,技术参数如下:
设计长度(m):125
中部槽规格(mm):1500X630X222(长X宽X高)
中部槽型式:铸造焊底
圆环链规格:2X*22X86mm
装机功率(kW):2X110(双速电机)
卸载方式:端卸
电压等级(V);1140
5.转载机
选用SGZ630/110型刮板输送机,技术参数如下:
转载机设计长度(m):40.75
中部槽规格(mm):槽宽630
装机功率(kW):110
圆环链规格(mm):中22X86
6.破碎机
选用PLM-500型破碎机,技术参数如下:
破碎能力(t/h):500
电机功率(kW):160
7.乳化液泵站
综放工作面的乳化液泵站选用2台BRW200/31.5型乳化泵,共用1台乳化液箱,其主要技术
参数如下:
公称流量(L/min):200
公称压力(MPa):31.5
电机功率(kW):125
电压(V):1140
8.喷雾泵站
根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要,综放工作面喷雾泵站选用1台BPW250/6.3型
喷雾泵及一台水箱组成。喷雾泵站供采煤机内、外喷雾。设备主要技术特征为:
公称压力(MPa):6.3公称流量(L/min):250
电动机功率(kW):45电动机电压(V);1140
公称容积(L):2500
数量(台):1
9.综放工作面设备选型结果
1402工作面主要设备选型表
序号名称型号单位数量
1基本架ZF4200/16/26正四连杆架79
2过渡架ZFG4400/16/26反四连杆架4
3采煤机MG160/380-WDK电牵引台1
6前部输送机SGZ630/220中双链铸焊封底式台1
7后部输送机SGZ630/220中双链铸焊封底式台1
8转载机SZZ630/110型整体焊接箱式结构桥式台1
9破碎机PLM160/500台1
10乳化液泵BRW200/31.5台2
11喷雾泵BPW250/6.3台1
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
1、经验支护强度的计算
8倍采高的岩石重应力对支架造成的载荷强度
22
P2=8XhmXy=8X2.3X2.5=46t/m=450.8KN/m=0.451Mpa
其中:y------顶板岩石容重,2.5t/n?
2、支护设备选择
1402综放工作面选用基本液压支架ZF4200/16/26型放顶煤支架共79架,上下两端
头选用4架ZFG4400/16/26型过渡放顶煤支架,其中工作面上端头布置2架,下端头布
置2架,共计83架。
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,选用ZF4200/16/26型支架,在满
足顶板管理支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求。
3、工作面条件与支架适应条件对照表
工作面条件支架适应条件
采高2.0-2.3m1.9—2.4m
倾角13-15°W5°
煤厚4.3m
煤硬度1.5
底板比压5.70—10.8MPa1.5~1.8MPa
支护强度0.451Mpa0.8Mpa
顶板种类
第二节工作面顶板管理
一、顶板管理方式
1、本工作面的顶板管理采用全部跨落法。
2、工作面配置79架低位放顶煤液压支架,上端头配置2架、下端头配置2架过渡支架,共83
架支架,对工作面顶板实行全支护法管理。
二、顶板支护方式
1、正常工作期间顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后,先移支架,再移运输机。
2、工作面煤壁片帮、冒顶时期的顶板管理
(1)采用带压移架的方式移架。在采煤机割煤前,先移超前支架,再割煤。
(2)采面周期来压期间局部片帮段加快推采速度,使压力集中区后移。
(3)煤壁片帮或掉顶时,必须及时前移支架维护顶板,及时将支架的护帮板打开护住顶
板、煤帮,防止片帮范围进一步扩大。
(4)待维护好顶板再进行割煤;煤壁有肝石处,始终推砰石前移,使其挤住煤壁,待煤
壁不片帮时,再将其松下,松下时必须停止运输机和采煤机,并停电闭锁开关,严禁人员
站在人行道内,所有人员必须站在立柱以后的安全地点或平巷、肝石以上。在掉顶处上方
最近的语言信号处,安专人负责喊话通知。
(5)工作面煤壁片帮、冒顶区域,支架护帮帮始终保持打开状态,增加支护面积与深度。
循环处理冒顶区,直到采面推采正常为止。
(6)严格执行“带压”擦顶移架。
(7)在此期间禁止放顶煤,防止造成大面积冒顶。
3、移架顺序为:
降支架后尾梁f伸尾梁插板f降架f移架f调架f升架。
4、移架方式
工作面的移架方式:采取本架移架,人员站在所移支架上方面向煤壁操作本支架。采用
追机移架。正常移架要滞后采煤机滚筒4-6架。移架步距0.6m,如果顶板破碎,随割煤及时
停机移架或拉超前架,以控制顶板。
5、移架工艺
(1)因端头1#架下方无靠点,移架时,先前移2#架支架,然后再移1#架,当1#架移完后
再移3#架及以上支架至第二段作业点或第二段作业点至上端头。
(2)支架护帮板随移架及时打开。
(3)当支架被升起后保持3秒钟,使支架达到额定的初撑力后方可将操作手把打回零位。
6、移架质量要求
(1)严格按《煤矿安全技术操作规程》“液压支架工”中的规定进行操作。
(2)移架时,应将邻架的推移千斤顶手把打到推运输机位置,防止将前部运输机拉回。
(3)当煤壁片帮较深或顶煤较破碎时,应在采煤机滚筒后及时打开护帮板,移架应带压
移架。尽量减少顶板松动和破坏。
(4)移架后,工作面工程质量应达到动态的质量标准化,确保“三直、二平、一净、二
畅通”的质量要求。即:“三直”:煤壁直、运输机直、支架直;“二平”:顶底板平;
“一净”:人行道浮煤清理净;“二畅通”:人行道畅通、上下出口畅通。
(5)支架初撑力不得小于24MPa,并执行二次注液制度。
三、工序影响范围及平行作业工序间距:
1、推移运输机与煤机(或移架)的距离不少于15m;
2、分段放煤的距离不少于30m;
3、拉后部运输机滞后放煤的距离不少于30m;
4、放煤与移架的距离不少于15m;
5、分组分段移架的距离不少于15m。
四、特殊时期的顶板管理
1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在回
风巷、运输巷挂牌标明来压位置。
3、工作面支架以及回风、运输巷所有单体支柱必须达到初撑力,及时采取措施预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,确保端头支架上方联网与巷道搭接0.5m以
上,防止出现端头冒顶。
5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
6、顶板破碎及过老巷、断层时的顶板管理:
(1)为了防止顶板冒落、控制煤壁片帮,在满足采高要求的情况下,应及时拉超前架
维护顶板。
(2)移架时尽可能采取间隔移架或擦顶移架。
(3)支架必须达到初撑力,预防冒顶。
(4)工作面过联络巷、断层等特殊环境时,另编制安全技术措施,加强顶板管理工作。
五、支架稳定性、防止倒架方式
(一)施工方法:
1、及时调整工作面方向,保证仰斜开采,仰斜角度控制在5°左右。
2、使用好液压支架的防倒、防滑装置;强化支架的管理与正规操作,严格正规操作和工
程质量。
(二)施工措施:
一)预防措施
1、加强工作面支架工程质量管理,严格按标准施工,杜绝不合格工程质量。
2、严格控制采高,杜绝超高采煤。
3、加强工作面顶板管理,禁止发生顶煤掉落现象,防止顶梁上方空顶。
4、工作面支架间的间距必须符合规定,禁止发生挤架现象。
5、工作面支架必须垂直煤壁;若调面时,支架仰俯角不得超过±7。。
6、相邻两架支架顶梁相错不得超过顶梁厚度的2/3。
7、移架时,应由两人配合操作,观察相邻两支架的顶梁、尾梁和侧护板,防止出现咬架、
挤架、歪架现象。
8、调采工作面时,每调采一个大循环后必须推采2—4个正规循环,及时调整支架,防止
出现挤架现象。
9、移架时严格正规操作,防止出现倒架、咬架、挤架、歪架现象。
二)其他措施:
1、加强工作面质量管理,保证支架初撑力达到规定要求。
2、调面期间和调面结束后,及时调整工作面支架,保证支架与运输机垂直。
3、移支架时要自下而上顺序“带压”擦顶移架;并正确使用好侧推装置,严格正规操作
和强化支架的管理。
4、调面期间要严格使用好运输机的防滑装置,防止运输机严重下滑。
5、处理支架咬架、歪架、挤架和倒架时,必须保证液压管路完好。泵站压力符合要求。
6、进入运输机内施工时,必须将运输机、采煤机停电闭锁,按专人看管开关。
第三节两巷及端头顶板管理
一、两巷的顶板管理
(-)上巷、下巷超前支护
1、超前支架基本形式为:使用DZ2.2〜3.15-25/100单体液压支柱配HDJBTOOO型金属钱
接顶梁走向较接支护。两巷超前支护分别距工作面煤帮不少于20m。其中上平巷自上出口以
外20m为三排;下平巷自下出口至破碎机为三排,其余为两排;超前支护柱距为1.0m。超前
支护以外的巷道出现变形时应及时进行支护。
2、工作面上巷超前支护范围内高度不低于L8m,上巷超前支护段行人侧宽度不小于
1.2m,下巷超前支护范围内高度不低于1.8m,下巷行人侧宽度不小于0.8m。、
(二)支护要求
顶梁从切顶排向外沿走向全部较接使用,顶板不平处用方木或托板穿实升紧,顶梁与钢
带接触处垫好板枇,防止顶梁打滑。超前支柱拴全防倒绳,并全部穿铁鞋,支柱初撑力不低
于90KN。平巷切顶排关门点柱戴帽支设。跨运输机空梁下打紧水平肖。
(三)支设方法:
1、支柱人员必须带齐注液枪、卸荷手把(绳长不低于1.5m)、锹、镐、锤等工具和支
护材料。
2、施工小组不少于2人,在有效支护保护下进行操作,挂梁支柱时不准使用失效和损
坏的柱、梁、鞋。
3、支柱不准支在浮煤(肝)上,支柱前必须先清理柱窝,穿铁鞋时将鞋平放在柱位上,
坚硬底板时要刨柱窝、见麻面。
4、支设超前支柱时,不少于两人操作,先将顶梁托起,贯满圆销,由下而上插设水平
销,然后一人扶柱,将手把体和注液阀调整至正确位置,一人用注液枪清洗注液阀嘴,均匀
注液升柱接触顶梁,接顶后持续注液3~5秒。升柱做到一人操作一人监护。
5、支设2.8m及2.8m以上规格单体支柱时,不得少于三人操作,两人扶柱将手把体和
注液阀调整至正确位置,一人用注液枪清洗注液阀嘴,均匀注液升柱接触顶梁。顶梁接顶后
持续注液升柱时其下方不得有人。
6、施工时应有专人监护。若平巷局部超高时,采用专用脚手架(或梯子,用铁丝固定
在上帮上)攀登操作,并专人监护。
7、超前支护的支柱严禁超高或偏低使用;施工时禁止他人通行,待停止施工时,方可
行人。
8、上下端头单体支柱配顶梁支护严禁出现单粱单柱现象。
9、施工完毕,及时清理闲杂物或工具,将注液枪吊挂整齐。
(四)回撤方法
1.上下两巷回料与工作面端头支架的尾梁一致,严禁超前回料。运输巷转载机机尾不得
滞后工作面切顶线。
2.回撤时不少于两人一组,配齐下述工具:专用水平销、注液枪、锤(锤把长度不小于
1.0m)、镐、钎子(长度不小于1.2m)、手把(绳长不少于1.5m)、手钩(长度不小于1.5m)。
3.回撤两巷超前支柱和关门支柱时,按照由里而外的顺序进行回撤,回柱人员应站立在
两排超前支柱空档内。监护人应站立在回柱人员侧后方人行道内,保证回柱人员退路。回柱
人员在两棵完好支柱的保护下远距离操作回撤切顶排支柱。将所回支柱卸载后先观察切顶排
顶板变化情况,确认无喷柱危险后及时用手钩将支柱拉出,然后用锤倒掉水平销和顶梁圆销,
用手钩将顶梁和水平销拉出。
4、下平巷回柱时必须停止转载机、前后部运输机运转;上平巷回柱时停止后部运输机
运转。严禁跨在运转的转载机或站在运输机头尾上作业。回柱前应提前观察好顶板或其它支
架,顶板破碎时可用水平楔配合顶梁支护,挂好水平楔的链钩,回出支柱后,再用锤投掉水平
楔和顶梁圆销。
5、回柱或改柱时,严格执行先支后回的制度,人要站在支护完好的安全地点。
6.回撤完毕及时支设关门支柱,关门支柱其间距不大于0.5m0
二、两巷锚带网回撤
1、顶板锚带回撤
(1)巷道顶板为锚带网支护,锚带可随上下工作面切顶线一并进行回收。回撤时,人
员要在超前支护掩护下将锚杆螺帽、托盘卸掉,然后回撤超前支护,锚带使用L5m长钩子拉
出。
(2)下平巷回撤时必须停止转载机、前后部运输机运转;上平巷回撤时停止后部运输机
运转。严禁跨在运转的转载机或站在运输机头尾上作业。
(3)回收托盘、钢带及锚索托梁时必须执行"敲帮问顶”制度,每次回收时两人协做,
一人回收,一人监护好顶板,发现不安全隐患及时撤出。
2、拆除锚杆托盘、梯子网、金属网及捡拾锚杆:
(1)锚网巷道应及时拆除里帮锚杆托盘、梯子网和金属网。运输巷转载机里帮,每天
由检修班安排专人集中拆除,视超前压力显现情况,决定拆除的距离,一般为煤壁前3〜6m,
最多不超过一个圆班的推进距离,周期来压期间、巷道顶帮开裂松散地段,适当减小拆除距
离;回风巷由生产班每班根据推进距离,在煤机距机尾30个架子左右开始拆除。
(2)拆除顺序应由下向上,由后向前,使用脚手架时,要放置牢固,并有专人扶持。
(3)拆除前,应仔细观察顶帮变化,当发现有离层或片帮时,首先安排专人站在安全
地点用长把工具找掉悬煤活肝。严格执行敲帮问顶制度。
(4)拆除后的煤帮一侧人员进入时要检查顶板和煤帮情况,以防片帮伤人。
(5)施工前,首先清理好退路,并时刻保持退路安全畅通;支架升紧,打出护帮板,
严禁人员在煤壁与金属网之间作业。
(6)生产过程中,工作人员发现煤流中有锚杆、梯子网等杂物时,必须立即停机捡出。
(7)卡在刮板输送机、转载机链子或刮板下的锚杆、梯子网等必须及时处理,严禁强
行开机。设备运转过程中,严禁人员用手去捡拾锚杆,以防刮伤或甩出伤人。
(8)工作面面前、转载机里帮捡拾锚杆,必须做到停机闭锁,并专人看管闭锁、监护
顶帮,煤机停电并打开滚筒离合器,支架伸出前伸梁打出护帮板,专人用长把工具站在安全
地点把面前锚杆钩出,严禁进入面前人工捡拾,严禁空顶作业。
(9)拆除的托盘、梯子网、金属网和捡出的锚杆分类放到指定地点,严禁堆积在端头
安全出口处及人行道上。
(10)验收员必须详细记录本班拆除托盘及捡拾锚杆数量,严格交接班。把本班未能处
理的隐患必须现场与下班验收员交接清楚,防止因锚杆造成运输设备损坏。
三、工作面端头的管理
1、工作面上端头安设2架ZFG4400/16/26型过渡端头支架,下端头安设2架。
2、上下端头支护要与工作面支架尾梁一致,严禁滞后。
3、上巷下帮、下巷上帮各支设二架一梁三柱的n钢梁加强支护,梁长2.5-4.0m,使用
DZ25-31.5型单体液压支柱,穿①320mm铁鞋或工字钢鞋,配合端头支架交替迈步前移,步距
0.6m,“钢梁的间距不大于0.5m,兀梁与支架间距不大于0.5m.
4、五钢梁一架与煤壁齐,另一架“钢梁与放顶线齐。“钢梁在过渡支架移置前前移。前移
n钢梁时,不少于4人施工,一人扶柱并注液,三人抬起五钢梁前移至煤壁,并将“钢梁花
边卡在支柱柱爪上。
四、两端头顶板铺网
1、端头支架上方铺设不小于10#铁丝编制的菱形金属网。金属网倾向、走向网与网全部联接,
走向、倾向均采用14#双股铁丝连接,每0.15m必须扭结一处(或使用串条连接,每扣必连),
顶梁前余网不小于L0m。每联网一次,铁丝网必须扯平拉直不得出现网兜。
2、前移支架时,待移支架相邻的支架伸出护帮板将金属网扯平,然后移架。防止支架拉架
过程中搓坏金属网,因煤机、支架损坏的网,必须重新铺设或补联。
3、联网要始终超前一茬,联好的网要用绳子或铁丝拉至老塘侧拴在支架顶梁上,防止煤机
割煤时撕网。
五、支护用品管理要求
1、设专人管理工作面的支架及柱梁等支护材料。单体支柱、顶梁、水平销、铁鞋、金
属网等备用量不少于总用量的5%,备用柱梁,支架立柱,各种千斤顶,坑木等配品材料,置
于工作面上巷超前50m以外指定地点,分类码放整齐,挂牌管理,不得妨碍行人、行车和通
风。
2、单体柱的锚爪、手把体损坏及柱体、三用阀变形等均属于坏单体之类。顶梁变形、
开焊、无圆销等情况下均属于坏梁之类。单体柱、顶梁、水平销、铁鞋、双楔销由金管员负
责管理,包括清点、维修、更换。每班清点两次,登记入帐,单体丢失率为零,顶梁丢失率
零,损坏的柱梁要作出标记并由金管员负责撤出工作面,坏柱、梁要集中挂牌存放并及时升
井检修。
3、新支柱必须按规定检查验收,达到标准要求方可下井使用。支柱下井前要进行统一
编号,建卡入帐登记。支柱下井前必须试压,不合格支柱不准下井使用。
4、单体投入工作面前其三用阀必须由金管员按设齐全并拧紧。
5、对工作面支架实行编号,分区域管理。
6、各种型号的备用液压管路,应分别挂牌,盘放悬挂整齐。
工作面支护示意图(平、剖面图)
工作面平面支护图
D
C
工作面剖面支护图
B——BA—A
3190J
c——cD——D
第四节矿压观测
一、矿压观测内容:
1、工作面顶板来压特征和运动规律。
2、超前支承压力影响范围和分布特点。
3、工作面及两端头超前维护支架载荷的观测。
4、巷道变形及顶板离层监测。
5、工作面支护质量监测。
二、矿压观测方法:
1、工作面观测:
工作面支架均安设直读式压力表,对工作面支架受力情况进行连续观测,由前柱、后柱
压力变化情况及循环增阻情况,判断直接顶、基本顶的初次垮落步距及周期活动规律。
2、矿压观测仪表:
对工作面支架安装数显压力表,进行观测。单体液压支柱采用单体测力计进行测定。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
(-)运煤设备及装、转载方式
采煤机组割装底煤和前部运输机铲煤板前移配合装运底煤;支架尾梁和插板上方的顶
煤,在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通
过上下摆动破坏尾梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。前后两部运输机平行运煤,集中到
桥式转载机、破碎机和胶带输送机上运出。
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