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文档简介

小窑头煤业有限公司81201综采工作面作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系说明

地面区域内无建筑物、村庄、耕地,距81201工作面西部100m处有河

流一条,日常无水,在雨季时期有水,并修建排水沟,对该井田没有影响。

81201工作面是12#层煤首采工作面。工作面北侧为12#层盘区轨道大

巷,西侧为12#层轨道大巷、东侧为待12#层煤待开采工作面,南侧为井田

边界线保护煤柱。81201工作面推进长度990m,倾斜长度90m,工作面可采

储量20,5万吨。

第二节煤层

一、煤层产状及厚度

81201工作面所采12煤层,位于8号煤层之下60.06-67.92m,平均

62.55m,煤层厚L50-2.65m,平均L91m,该煤层结构简单,偶含1层夹

石,为稳定可采煤层,顶板为中细砂岩,砂质泥岩,底板为砂质泥岩细砂

岩互层,煤层以玻璃光泽为主,油脂光泽次之,断口为棱角、贝壳状及阶

梯状。质较硬、性脆,内生裂隙发育,有时可见黄铁矿结核。发育稳定,

层状,为缓倾斜厚煤层,煤层结构简单,为稳定煤层,对工作面开采无明

显影响。

二、煤质

根据矿井地质报告可知,12煤以不粘煤为主,有一定的硬度。2010年

4月,山西省煤炭地质研究所对81201煤原煤煤质进行检测化验,结果如下

表所示:

-1-

81201工作面原煤煤质检测化验单

分析项目计量单位检测结果

水分(Mad)%6.51

灰分(Ad)%6.74

挥发分(VG%24.52

全硫(1d)%0.42

发热量(Qmar)(高位)MJ/kg31.91

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况如下表所示:

工作面顶底板情况表

煤顶底板石l_Lj石厚度

岩性特征

层名称名称(m)

顶1.85-灰色,局部含砂质不均匀,夹有泥岩

直接顶细砂岩

底3.82及粉砂岩薄层。

7.22-灰白色粗砂岩,成分以石英为主,顶

情直接底粗砂岩

15.18部为粉砂岩。

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

根据两顺槽掘进情况,已知该工作面范围内有F2、F4两条断层:F2为正断

层,走向北东80。,倾向北西,倾角55。,落差5m,井田内延伸长度约

250m;F4为正断层,走向北东60°,倾向南东,倾角70°,落差2.5-3m,

延伸长度约为710m。断层落差较小,对回采影响不大。

二、褶曲情况及其对回采的影响

该工作面范围内基本没有对回采形成影响的褶曲存在。

三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)

该工作面范围内,没有陷落柱、火成岩等存在。

第五节水文地质

一、工作面顶板安全隔水厚度计算

1、工作面冒落带高度

(1)工作面冒落带高度计算公式为:

Hr=4M(公式来源于矿井水文地质规程附录七)

式中:He——工作面冒落带高度(m);

M----累计采厚(m);

(2)各参数取值如下:

累计采厚M取平均煤厚1.91m;

⑶顶板安全隔水厚度计算

H(、=4M=7.6m

2、工作面导水裂隙最大高度

(1)工作面导水裂隙最大高度计算公式为:

Hr=20XVM+10

式中:Hf——工作面导水裂隙最大高度(m);

M---累计采厚(m);

(2)各参数取值如下:

累计采厚M取平均煤厚1.91m;

(3)顶板安全隔水厚度计算

81201工作面导水裂隙最大高度为:

Hf=20XVT91+10=37.6mo

三、工作面受水威胁程度分析

井田矿井直接充水因素为侏罗系中统大同组砂岩裂隙含水层,单位涌

水量0.027—0.6L/s.m;其次为老空区积水,3号采空区积水已排至8号

煤层采空区,目前推测有积水23100m3;寒武岩溶水对每层开采影响小;矿

井突水对矿井安权威胁小,防治水安全工程较为简单。带压说明

四、工作面涌水量预计

根据矿提供资料,矿井以往煤产量21万t/a,最大涌水量不超过20m3

/d,一般为7-8m3/do由此算出其吨煤含水系数最大0.035m3/t,一般为

0.012m3/d,由于井田周边小煤窑的大面积开采含水层遭到严重破坏,煤矿

周边的含水层基本疏干,造成该矿井下涌水呈下降趋势。

通过上述分析,根据矿井井下实际涌水条件,可以预计今后生产中的

矿井涌水量

Q涌=hT:

P:吨煤含水系数(m3/t),这里取0.012-0.035(m3/t)

Q涌:矿井涌水量(m3/d)

T:矿井日产煤量(t)

按整合后产量T值取30万t/年,即822t/d,则Q大=822X0.035弋29m

3/d,Q一般=822X0.0X^9.9m3/d,即矿井最大涌水量29m3/d,一般涌水

量9.9m3/do

第六节影响回采的其他因素

一、瓦斯

据大同市煤炭工业局同煤科字[2014]158号文件《关于2012年度矿井瓦

斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》,小窑头煤业有限公司2012年瓦

斯等级鉴定结果:绝对涌出量1.31m3/min,二氧化碳相对涌出量绝对涌出

量2.31n?/min,鉴定为低瓦斯矿井。

二、煤尘

据山西省煤炭地质研究所于2014年6月出具的山西煤炭运销集团小窑

头煤业有限公司煤层鉴定报告,其结果:

12号煤层煤尘云最大爆炸压力0.63MP,最大压力上升速率66.41MP/S,

煤层云爆炸下限浓度20g/n)3,煤尘云最低着火温度560C,煤尘层最底着火

温度280℃,火焰长度大于130mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65%。煤尘

有爆炸危险。

三、煤的自燃

煤的吸氧量L80cm3/g,自然倾向性等级为I级,自然倾向性为容易自

然。采后及时封闭采空区,防止向老空区漏风。

四、地温

井田内地温随深度的增加而增加,根据矿方多年观测,井下温度一般

在14℃左右,冬季略低,按地温梯度每百米增加3C,为地温正常区,对工

作面回采无影响。

五、地压

无煤与瓦斯突出等动力现象。无冲击地压。地压是通过对开采观测后

的结论,不同的垂深、不同的围岩、不同的地质条件、不同的支护方式,

地压都有差异,地压还随着开采深度的加深而增大,而且地压与巷道围岩

的物理力学性质有明显的关系,如煤层和底板岩层松散,巷道压力显现增

大,对其管理与防治,一是释放,二是加强支护。

六、地质部门的建议

1、该工作面煤尘有爆炸危险性,在回采过程中应注意通风、洒水防尘,

防止煤层自燃、煤尘爆炸等危害发生。

2、如出现地质构造变化要加强区域顶板管理,严格按措施施工,防止

顶板冒落事故的发生。

3、必须做好工作面排水工作,做到管路畅通,不积水。

4、81201工作面内可能会出现小的褶曲或断层,工作面回I采时注意做

好防范措施。

第七节储量及服务年限

一、可采储量

工作面面积92700m2,煤厚平均厚度1.91m,煤层视密度1.30t/n?。该工

作面采用走向长壁式采煤法,回采率要求大于等于93%。

经过计算:

Z=LSmrk=90X990X1.91X1.3X0.93/10000=20.5万t

式中:

Z——工作面可采储量,万t;

L——采煤工作面长度,m;

S——采煤工作面推进长度,m;

m----采高,m;

r----煤层密度,t/m3;

k——工作面采出率,93%O

二、工作面服务年限

工作面服务年限=开采储量/设计月产量=(20.5/3)=6.8个月

第二章采煤方法

81201工作面根据煤层赋存、工作面设备方式、设备布置,选择综合机

械化采煤工艺,走向长壁后退式采煤方法,一次采全高,全部垮落法管理

顶板。

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

81201工作面布置3条巷道,分别为12#层回风顺槽、12#层运输顺槽、

12#层工作面运料联络巷。12#层运输顺槽连接12#层盘区皮带大巷,形成工

作面主运输系统;12#层工作面运料联络巷连接12#层轨道大巷,形成工作

面辅助运输系统;12#层回风顺槽连接12#层盘区回风大巷,作为工作面回

风巷。

二、工作面运输顺槽

12#层运输顺槽,位于工作面的东侧,作为工作面主要运煤巷及进风巷。

巷道沿煤层顶板布置。

巷道净断面:巷道断面形状为矩型,宽4500mm,高2700mm,断面积

12.15m2o

支护形式:12#层运输顺槽采用锚网索支护,顶板使用中20X2200mm树

脂锚杆,两帮采用①20X2000mm树脂锚杆,间、排距均为800X800mm。顶

部使用①15.24X6300mm钢绞线锚索,排距为3000mm,共2根。两帮挂网,

顶板不挂网,中6mm金属网,网格lOOXIOOmm。

管线敷设:巷道东帮敷设压风、防尘、排水管路各一趟,西帮吊挂监

控、通讯及动力电缆,巷道中安装有带式输送机。

巷道用途:主要用于工作面回采期间的进风、运煤、行人。

三、工作面回风顺槽

12#层回风顺槽为工作面的下顺槽,位于工作面的西侧,作为工作面回

风巷及运料巷。巷道沿煤层顶板布置。

巷道净断面:巷道断面形状为矩形,宽3500mm,高2700mm,断面积

9.45m2o

支护形式:采用锚网索支护,顶板使用①20X2000mm树脂锚杆,两帮

使用①20X1800mm树脂锚杆,间、排距均为800X800mm。顶部使用①15.24

X63000mm钢绞线锚索,排距为3000mm,共1根。

管线敷设:巷道东帮敷设压风、防尘、排水管路各一趟,西帮吊挂监

控、通讯电缆。

巷道用途:主要用于工作面回采期间的运料、回风、行人。

四、采煤面开切眼

巷道断面:81201工作面开切眼,断面为矩形,净宽6000mm,净高2700mm,

断面积16.2m20

支护形式:采用锚网索支护,顶部使用①20X2200mm树脂锚杆,非工

作面侧采用①20X1800mm树脂锚杆,工作面侧帮部不支护,间、排距为800

X800mm,顶部锚杆配合使用钢带、金属网,帮部锚杆配合使用金属网支护。

切眼巷道中心施工1排圆木支柱,排距为1000mm,配合木板进行支护。

巷道用途:主要用于工作面安装。

五、碉室及其他巷道

在开切眼上、下端头各打两个开切眼胴室,胴室深3500mm,宽3500mm,

高2700mm;锚网索配合开口处锚索支护。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

81201工作面采用走向长壁后退式采煤法,全部垮落法控制顶板,综合

机械化采煤工艺。

(1)工艺顺序:双滚筒割煤一刮板输送机运煤一液压支架支护顶板一

推移刮板输送机。

(2)落煤:采用采煤机螺旋滚筒截割落煤,滚筒截深0.6m。

(3)装煤:采煤机滚筒配合SGZ630/220型刮板输送机铲煤板装煤。

(4)运煤:工作面采用SGZ630/220型刮板输送机,81201运输顺槽采

用1部SZB730/75型转载机、1部DSJ-80/40/90型可伸缩胶带输送机运煤。

二、采煤方法

1、采煤机的进刀方式

采煤机的进刀采用端部斜切进刀双向割煤的方式,斜切进刀段长度为

35m,进刀深度0.6m。具体工艺如下:

(1)采煤机向下(上)割透端头煤壁后。

(2)自上(下)而下(上)推移刮板输送机,使得刮板输送机弯曲段

为25m后,将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,通过25m弯曲

段至35m处,使煤机达到正常割煤深度(0.6m),按要求推移刮板输送机

至平直状态。

(3)将两个滚筒的上下位置调换,向下(上)割三角煤至割透端头煤

壁。

(4)割完三角煤后,将两个滚筒的上下位置调换,采煤机空机返回,

进入正常割煤状态。

2、采煤机正常切割

正常割煤长度为55m(除斜切进刀35米),采煤机以3.5m/min的速度向

上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒

在上部、后滚筒在下部的方式。

三、工作面正规循环生产能力

W=LShYc

=90X0.6X1.91X1,3X93%

=124(吨)

式中:W—工作面正规循环生产能力,t;

L一工作面长度,m;

S—工作面循环进尺,m;

H一工作面采高,m;

Y一煤的视密度,t/m3;

c一米出率,93%O

第三节设备配置

一、液压支架

工作面共布置液压支架62架,其中工作面60架,12#层运输顺槽1架,

12#回风顺槽1架,型号:ZY4000/13/30o统一进行编号管理,从开切眼下

部到开切眼上部依次为1#-62#支架。

(1)支架高度:1300〜3000mm;

(2)工作阻力:4000kN;

(3)支护强度:N0.6MPa;

(4)对底板平均比压:W1.75MPa;

(5)支架中心距:1500mm;

(6)适应工作面的倾角:W15°;

(7)移架步距:600mm;

(8)操纵方式:邻架控制;

(9)泵站压力:31.5MPa;

(10)大修周期:26.OMt;

(11)支架重量:12架t0

二、采煤机1台

型号:MG170/411-WD采高:1300~2920mm

滚筒直径:1250mm截深:600mm

牵引速度:0~7m/min总装机功率:411kW

三、刮板输送机1部

型号:SGZ630/220运输能力:450t/h

链速:1.0m/s铺设长度:90m

电机功率:llOkW双速电压:1140V

四、转载机1部

型号:SZB730/75铺设长度:25m

电机功率:150kW电压:1140V

五、顺槽可伸缩胶带输送机1部

型号:DSJ-80/40/90kW带宽:800mm

运输能力:40t/h电机功率:90kW

回采工作面设备配置表

顺产品目录中的型号及

序设备材料名称功率数量备注

规格

MG170/411-WD,采高

供电电

1双滚筒采煤机1.3〜2.8m;总装机功411KW台1

压1140V

率:411kw;f=2s4

前部可弯曲刮板SGZ630/220功率:220kw;供电电

2220KW台1

输送机输送量:450t/h;压1140V

3液压支架ZY4000/13/30架63

SZB730/75;功率:150KW;

4转载机1140V;输送量:630t/h;L150KW台1

=25m

DSJ80/40/90;功率:90kw;

可伸缩带式输送

61140V;运量:40t/h;L=90KW台1

1000m

BRW200/31.5;功率:二泵一

7乳化液泵站125KW组1

125kw;1140V箱

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架选型设计

工作面顶板采用液压支架控制顶板,支护设计即为液压支架的选型设

计。

81201综采工作面安装ZY4000/13/30型液压支架62架,液压支架的初撑

力为3096KN(P=24MPa),工作阻力为4000KN(P=40.7MPa),支护强度验算

取G=0.72MPa0

支架支护强度验算

p=kXgXrXMXcosa

=8X9.8X2.65X2.5Xcos3°^519(KN/m2)=0.52MPa<G

故支架支护强度满足要求

其中:

P----支架支护强度KN/m2

M------最大米高m(2.65)

r------围岩容重t/m3(2.5)

a-----煤层倾角(3。)

k------采高系数(8)

根据该面的长度,确定布置液压支架62架,全工作面液压支架支护长

度为95m。从工作面开切眼上部到开切眼下部依次编号1#〜62*支架,进行编

号管理。

二、乳化液泵站

(1)泵站及管路选型、数量

乳化泵选用BRW200/31.5型两台。装备二泵一箱,输液管路选用高压钢

编胶管。

乳化泵主要技术参数如下:

型号:BRW200/31.5公称流量:400L/min

公称压力:31.5MPa电机功率:250kW

电压:660/1140V

(2)泵站设置位置

12#层运输顺槽

(3)泵站使用规定

①开泵前,检查乳化液箱的液量大于箱体的二分之一,用浓度计检查

乳化液浓度在3%〜5%之间。每次加水和加汕后,都必须检查一次乳化液浓度。

②开泵时,时刻注意泵的声音,正常时,声音清晰,压力大于或等于

30MPa;若发现异常,立即停泵处理。

③泵站及液压系统完好,不漏液。

④必须设专人开泵,不得随意更换。乳化液配置方法为每95〜97kg水加

乳化油3〜5kg,并每次配置后用浓度计检测,要做到管路不漏液,泵站压力

正常。

⑤在泵箱附近挂牌管理,明确配比方法、用液比例、责任人等,有维

修保养制度,并有专人维护,保证设备性能良好。

三、单体液压支柱

根据81201工作面两顺槽巷道顶板情况、高度等要求,单体液压支柱选

择型号DW28-300/100X、DW31-300/100Xo

第二节工作面顶板控制

工作面的顶板管理采用全部垮落法。工作面配置62架液压支架,对工作

面控顶区内顶板实行全支护法控制。

一、正常工作时期顶板支护方式

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。在采煤机割煤后,先移支

架,再移运输机,即:割煤一移架一移运输机;正常移架要滞后采煤机滚

筒4.5〜6m,移架步距0.6mo顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前

移架,再进行其他操作,工艺为移架一割煤一移运输机。

移架顺序为:

1、采煤机向下(上)正常割煤时,滞后煤机后滚筒3〜5架移架(顶板

破碎时可紧跟前滚筒移架)。

2、采煤机割煤并移架后,及时将支架的前探梁护帮板伸出护顶帮。

3、采煤机进刀,向上(下)正常割煤时,自下(上)而上(下)滞后

煤机后滚筒3〜5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。

4、在采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回,并滞后采

煤机后滚筒3架,顺序将护帮板伸出。

支护要求:

(1)工作面应达到动态的质量标准化要求,确保达到“三直、二平、

一净、二畅通”。

(2)加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。

(3)采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不

超过10m,以防长时间空顶。

(4)工作面发生冒顶时,要及时用木料接顶,并支好支架。

(5)工作面支架出现歪斜和咬架、挤架,要及时调整。

二、正常工作面时期的特殊支护形式

1、来压及停采前的顶板管理:

(1)工作面基本顶初次来压和初次放顶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,应加强对来压的预测预

报工作。

(3)工作面支架以及进、回风顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力,

特别注意工作面中部及两端头支架的初撑力及支架状态,确保支护强度,一

旦发生异状,及时采取措施预防冒顶。

(4)加强上、下端头顶板管理,提高支护质量,根据现场实际适当加大

支护密度。

(5)工作面停采撤面时要编制专项措施,坚持正常顶板管理。

2、过断层及顶板破碎时的顶板管理:

工作面过断层或顶板破碎时,应超前采煤机移架,采取及时拉超前架

的方法维护顶板。

冒顶区搪顶必须派有经验的老工人操作,并与其他搪顶人员协调一致,

不得随意操作或检修支架,以防误操作而伤人或扩大冒顶事故。搪顶工作

必须由跟班人员或班长统一指挥,抓好安全工作。过断层及破碎带期间必

须加强顶板的管理工作,编制专项过断层措施,并严格按措施施工。

第三节两顺槽及端头顶板控制

一、81201工作面运输、回风顺槽的超前支护

1、进风顺槽超前支护

进风顺槽自工作面煤壁向外超前支护长度为20m(如巷道压力显现明

显,根据现场需要及时调整超前支护距离)沿顺槽支设二排液压支柱,(型

号DW28-300/100X、DW31-300/100X)配合1200mm的钱接顶梁支护,钱接顶

梁沿着巷道方向布置,柱距1m。支柱初撑力不得小于11.5MPa,支柱要支在

实底,并使用好固定杆。

2、回风顺槽超前支护

自工作面煤壁向外20m(如巷道压力显现明显,根据现场需要及时调整

超前支护距离)沿顺槽支设二排单体液压支柱,采用单体液压支柱配合

1200mm的钱接顶梁支护,钱接顶梁平行于巷道布置,非工作面侧第一排支

柱距煤帮0.75m,第二排距第一排间距为2m(中对中),支柱柱距1m,支柱

初撑力不得小于11.5MPa,支柱要支在实底,并使用好固定杆。

工作面上、下顺槽切顶线齐处必须支设关门柱两排,排距0.8m第一排

柱距0.6m,第二排柱距0.6m,支柱初撑力不得小于1L5MPa,并悬挂“严禁

入内”牌板。随着工作面的推进,及时回撤前移关门柱。关门柱回撤标准

为:关门柱与支架切顶线位置标齐,超前或拖后支架切顶线位置距离不得

超过0.6mo

3、超前支护质量标准:

⑴支护工作至少有3人同时进行,并明确一人负责安全工作。

⑵超前支护支柱支设必须迎山有力,支设牢固,初撑力不得小于

11.5MPao巷道行人高度不得低于1.8m,人行道宽度不得小于0.8m。

⑶单体液压支柱要打成一条直线,其偏差不得超过±100m。

⑷单体液压支柱要支在硬底,并做到迎山有力;所有单体液压支柱使

用好连接杆,以防倒柱伤人;所有单体液压支柱三用阀、连接杆、支柱把

手方向一致,朝向采空区。

⑸在转载机两侧支设的单体液压支柱距转载机机身最突出部分不得小

于50nll11,单体液压支柱影响转载机推移时必须提前整改。

⑹较接顶梁之间要用圆柱销连好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处

用长方木和轨枕结实顶板。

⑺两顺槽支柱前打好标线,按标线进行支柱,初撑力不得低于H.5MPa。

(8)两顺槽的单体液压支柱活柱行程不得小于200nlm。

(9)超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。

二、工作面两端头、上下安全出口的顶板管理

工作面上、下端头均采用ZY4000/13/30型液压支架配合单体液压支柱

及被接链进行支护顶板,支架不接顶时必须用木板垫实。支架与煤帮间距

超过1.5m时,打一排单体液压支柱配合车交接梁进行支护,柱距0.8m±0.1m

(中对中),单体液压支柱要求拴好固定杆,初撑力不低于ll.5MPa,安全

出口的宽度不得小于0.8m,高度不得小于1.8m。单体液压支柱与支架间距

不超过0.5m。当刮板输送机下滑影响端头支护时,可以跨溜尾进行支护。

当两端头压力大时,在关门柱支护的基础上加密点柱加强支护。当刮

板输送机上窜或下滑时应及时调整两端头支护形式以满足现场要求。

1、根据综采工作面上下顺槽顶板垮落情况,当悬顶滞后切顶线超过10m

时,必须采取可靠的退锚措施。

2、必须制定人员进入退锚区域的安全技术措施,设置敲帮问顶工具和

明显的警示标识。

3、退锚器、泵站、开关、涨拉泵等工器具必须符合设备完好标准要求。

4、进行退锚作业之前,必须保证两顺槽超前支护到位。端头架前梁接

顶严密,初撑力符合规程要求。在预退锚区域设置警戒线。

5、在机头实施退锚作业时,三机必须停止运行,闭锁并上锁,闭锁端

头架及过渡架;在机尾实施退锚作业时,煤机在工作面中部至机头段割煤,

闭锁端头架及过渡架。退锚工作完成后,人员迅速离开作业地点,并对工

作面设备解锁。

6、退锚作业时,要严格执行敲帮问顶制度,发现异常情况,必须立即

停止退锚作业。

7、退锚范围:以端头支架顶梁前端为基准,每次退锚索距离不得超过

4m,当锚索距副帮较近,处在端头架与副帮之间时,以端头支架立柱为基

准,每次退锚距离不得超过4m;退锚杆时,每割一刀煤只能退距离支架顶

梁最近的一排,严禁退副帮侧两根锚杆。严禁超距离或随意退锚。

8、严禁站在托盘或钢带下方实施退锚索作业,退锚索工具安装好后必

须用防护绳将其与顶锚杆或网片连接,防止跌落伤人。退锚索作业时,严

禁无关人员进入退锚索区。

9、退锚索工作必须保证三人作业,一人监护两人操作。

10、回收的托盘、锁具及其他材料要及时回收,并建立台账,可重复

利用的材料必须重复利用。

11、技术人员要对退锚工作和顶板垮落情况进行写实,并认真分析总

结,采取改进措施,提高退锚效果。

12、顺槽片帮严重、顶板破碎、顶板局部下沉等情况下,严禁实施退

锚,但必须采取安全措施,加强顶板管理。

三、支护材料的存放管理

1、工作面生产期间,必须备有足够的支护材料,放在两顺槽距工作面

200米范围内顶板完好,无淋水的地点,分类码放整齐并挂牌管理。其备用

量:单体液压支柱230棵;钱接梁215根;;坑木(1.2m)不得少于30

块,木板(1200〜2000X150X50mm)不得少于30块。

2、两端头回出暂时不使用的单体液压支柱、钱接梁必须及时运到超前

支护段以外的地方,分类码放整齐并挂牌管理。

3、工作面使用的单体液压支柱下井前必须进行压力试验,同时做好支

柱下井前的编号工作。单体液压支柱在下井或从其它地点调入前必须做好

统计工作,杜绝使用不合格支柱。损坏的柱、梁不得使用,及时更换上井。

4、支柱、顶梁要建账,统一管理,现场牌板与实物相符。

5、设备定期检修.

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

81201工作面的矿压观测研究内容为工作面顶板动态监测。根据观测结

果对工作面顶板活动规律、来压特征、工作面支架受力特点、支架对顶板

的适应性和控制效果、工作面支护质量等进行定期分析,并进一步了解煤、

岩体力学参数等基础数据。加强工作面矿压观测,做好预测预报。本工作

面回采期间,全过程进行观测,并及时整理分析观测结果。工作面支架和

两顺槽超前支柱初撑力按规定做好记录台账,每天检查次数不少于2次,不

少于总数的10%,做到动态监测。

二、观测方法

工作面支架阻力观测

支架工作状态(系统压力)的监测,采用(0〜80MPa)压力表进行对

支架柱体监测。工作面测区每7架支架监测一架。

根据工作面长度90米,共安装支架62架,工作面支架测区布置10架,

即第1、7、14、21、28、35、41、49、56、62架。

三、支护质量监测

技术科建立矿压监测制度,每天进行检查监测,监测内容为支架初撑

力。

四、观测时间要求

1、工作面:整个生产期间。

2、支护质量监测:整个生产期间。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

1、运煤设备及装、转载方式

工作面利用采煤机落煤,其滚筒旋转配合工作面SGZ630/220型刮板输

送机前移装煤,落煤由工作面刮板输送机输送至运输顺槽SZB730/75型转载

机,再由运输顺槽一部DSJ-80/40/90型可伸缩胶带输送机、12#层盘区皮带

大巷胶带输送机运至煤仓,通过主井皮带提升至地面。

2、辅助运输设备及运输方式

工作面需要用的材料、设备等物资,采用L5t矿车或平盘车,通过副

井、12#层轨道大巷、12#层工作面运料联络巷、12#层回风顺槽,再用40KW

调度绞车将材料运至工作面。

二、推移刮板输送机方式

采用支架推移千斤顶推移刮板输送机,推移步距0.6m,弯曲段长度不

小于20m,推移方向为自下(上)而上(下)。

1、采煤机向下(上)正常割煤时,按照自上(下)而下(上)的顺序,

依次推拉刮板输送机至距离采煤机后滚筒20〜251n处。

2、在采煤机向上(下)斜切进刀切入煤壁规定截深后,将刮板输送机

按自下(上)而上(下)的顺序推向煤壁,成一条直线。

三、运煤路线

81201工作面一12#运输顺槽->12#盘区皮带大巷一煤仓一主井一地面。

四、辅助运输

进料路线:地面一副井一12#层轨道大巷一12#层工作面运料联络巷一

12#层回风顺槽一工作面。

回料路线:81201工作面一12#层回风顺槽一12#层工作面运料联络巷一

12#层轨道大巷一副井一地面。

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风设施及风量计算

1、通风设施

根据81201工作面通风系统分析,采取一进一回的通风方式,即运输

顺槽进风,回风顺槽回风。为保证工作面正常的通风,在12#层运输顺槽与

12#层盘区回风大巷相连接的部位构建风桥一组。

2、风量计算

根据山西省煤炭工业厅文件,晋煤瓦发[2015]130号《关于大同市2014

年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果报告的批复》,小窑头煤业矿井瓦

斯相对涌出量3.12m3八,绝对涌出量i.58m3/min;二氧化碳相对涌出量

3.46m3/t,绝对涌出量1.75m3/min。81201工作面平均采高为1.91m。

根据《煤矿安全规程》风量计算规定,以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超

过1%,且应低于最高风速4m/s计算:

a、按CH】涌出量计算

。采=100•每K

=100x0.90x1.4=126m3/min

式中:Q采---采煤工作面需风量,m3/min;

q采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量;q采=1.58X(300000X0.9

・330+24+60)=0.90(m3/min);

Kc——采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.40

b、按CO?涌出量计算

。采=67q采*Kc

=67x1.97x1.4=184.79m3/min

式中:Q采---采煤工作面需风量,m3/min;

q采——8120综采工作面二氧化碳绝对涌出量:q采=3.46X(300000

X0.9+330+24+60)=1.97(m3/min);

Kc——采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.4。

c、按工作面同时工作的最多人数计算

Q采=4

=4x20=80加3/min

式中:nc——采煤工作面同时工作的最多人数;

4——每人每分钟供风标准,m3/min。

d、按工作面温度与风速的关系计算

本矿井无地温热害,根据该矿井下实测,井下巷道温度一般不超过15C,

综采工作面加上设备的散热,环境温度不超过20℃。按照气温与风速的对

应关系,采煤工作面适宜风速取1.0m/s。工作面采高为1.91m,工作面长

度为90m,最大控顶距4.325m,最小控顶距3.725m,平均控顶距为4.025m。

0采=ass出采面长小温

=322.9x1.0x1.0x1.0=322.9m3/min

式中:Q基本=60X工作面控顶距X工作面实际采高X70%X适宜风速

=60X4.025X1.91X0.7X1.0

=322.9m3/min

Q基本一不同的采煤方式工作面需的基本风量,n?/min;

K采高——回采工作面采高调整系数,取1.0;

K采面长——回采工作面长度调整系数,取1.0;

K温——回采工作面温度与对应风速调整系数,取1.0;

依据以上几方面的计算,并结合大同地区同类工作面的配风经验,综采

工作面配风量为:0综采=700//疝〃

根据《煤矿安全规程》规定,按采煤工作面最低风速0.25m/s,最高风

速为4m/s的要求进行验算:

15.S’KQ采W240s

181.8<700<2908

3、通风路线

工作面采用全风压通风系统,工作面通风路线为:

新鲜风流:地面一主井一12#层盘区皮带大巷一12#层运输顺槽一81201

工作面。

乏风:81201工作面f12#层回风顺槽f12#层盘区回风大巷f风井f地

面。

二、防治瓦斯

1、瓦斯检查

(1)工作面设专职瓦斯检查员巡回检查,每隔2〜3小时检查一次,每

班检查3次,并按规定及时填写瓦斯检查牌板、班报、手册。

(2)瓦斯检查点设置:a、工作面回风顺槽距12#层工作面运料联络巷

以里10〜15m范围内;b、工作面距回风出口10m以内;c、工作面上隅角;d、

工作面;e、工作面进风流。要求瓦斯检查工要持证上岗,必须做到井下记

录牌、瓦检手册、瓦斯调度台账“三对口”。

(3)工作面应根据实际需要及时测风,并根据测风结果采取措施进行

风量调节,确保风量不小于实际需要风量。

(4)工作面回采时,瓦检员必须严格按照瓦斯检查点设置计划进行巡

检,严禁空班漏检和假检。

(5)严格按《煤矿安全规程》瓦斯防治之规定第136、138、139、140、

149条等有关规定执行,贯彻本规程时同时传达上述规定。

(6)瓦检员要严格执行交接班制度,对现场存在的“一通三防”问题

必须交清接明,不能立即处理的必须立即汇报通风科值班室。工作面局部

瓦斯浓度较高时,可采用悬挂风障的方法将瓦斯导出,以降低局部区域的

瓦斯浓度。

(7)该面使用的一切电气设备必须完好防爆。加强机电设备的检查、

管理,杜绝失爆现象。

(8)加强初次来压时瓦斯检测和安全防护,初次来压时为防止采空区

大量气体涌出造成事故,要根据瓦斯检查员检查的情况做好随时断电、撤

人的工作。

(9)确保工作区域内空气成分满足要求,正常情况下氧气不低于20%,

二氧化碳不高于0.5%,其他气体浓度符合规程规定。

(10)瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度,并

认真填写瓦斯检查牌板。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查

地点的记录牌上,并通知现场工作人员,由现场带班班组长在瓦斯检查班

报手册上签字。

2、瓦斯监测

(1)使用煤矿安全监控系统为KJ70N型,甲烷传感器型号为GJC4,测

量范围为0-4%,通信电缆型号为MHYVRL(1X4XO.37),可以24小时不间

断地对回采工作面及回风巷道内甲烷变化情况进行监控。

(2)甲烷传感器安设两台,在回风顺槽距工作面煤壁10m内和回风

顺槽距12#层工作面运料联络巷10〜15m两处各安装一台甲烷传感器。甲烷

传感器必须安设在距顶板不大于300nlm,距巷帮不小于200nlm,吊挂垂直,维

护方便,并且不影响行人和行车。同时工作面回风顺槽距12#层工作面运料

联络巷10〜15m处安设一氧化碳传感器一台,型号为GTH1000,工作面回I风

顺槽距12#层工作面运料联络巷10〜151n处安设温度传感器一台,型号为

KG5,报警值为30℃。

(3)工作面甲烷传感器的报警浓度21%,断电浓度21.5%,复电浓度

<1.0%,81201回风顺槽甲烷传感器的报警浓度21.0%,断电浓度220%,

复电浓度VI.0%,一氧化碳传感器工作参数:报警浓度20.0024%;温度

传感器工作参数:报警温度226℃0工作面甲烷传感器和回风巷甲烷传感

器均安设为非本质安全型电气设备。

(4)采煤机必须设置机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。

(5)甲烷传感器必须每隔7天用标准气样和空气气样按规定要求调校

一次,每隔10天对甲烷超限断电闭锁功能进行一次测试。每天必须设专职

人员检查监控系统及电缆的运行情况,使用便携式甲烷报警仪与甲烷传感

器进行对照,当两者读数误差大于允许误差时,先以读数大者为依据,采

取安全措施,并必须在8小时内将两种仪器调准。

(6)工作面设置的甲烷传感器,必须悬挂在顶板完整的安全地点,保

持完好,一旦发现设备发生故障,必须及时汇报调度室进行处理,不得擅

自处理。

(7)现场使用的传感器必须经常擦拭,清除外表积尘,保持清洁、干

燥,避免洒水淋湿,移动维护传感器时避免摔打碰撞。

(8)科室管理人员、班组长、煤机司机、流动电钳工、安全监测工下

井时必须携带便携式甲烷自动检测报警仪,工作面问风隅角悬挂便携式甲

烷检测报警仪,各传感器必须由专人进行维护,确保监控系统的灵敏可靠。

(9)当采煤工作面及其他地点电动机或其开关安设地点附近20米以

内风流中的瓦斯浓度达到1%,监控设备报警时,立即查明原因,及时处理。

三、综合防尘系统

1、防尘管路系统

(1)防尘水源:静压供水,水压、水质满足要求。

(2)防尘管路:副井车场主管路为⑦1081m钢管,每隔100m设一个三

通阀门;工作面运输顺槽防尘支管路为中601m钢管,每隔50m设一个三通阀

门;工作面回风顺槽防尘支管路为中60mm钢管,每隔100m设一个三通阀门。

卸煤点等地点都安设防尘管路,并安设支管和阀门,每个可伸缩带式输送

机机头设置一个三通和阀门。

(3)管路的安装:工作面两顺槽防尘管路每隔3m设一个吊挂点,严

格按标准吊挂,用快速接头连接。防尘管路拐弯处要设弯头,拐弯要缓慢。

(4)防尘供水系统:

副井一12#层轨道大巷一12#层81201工作面运料联络巷一81201回风

顺槽f—81201工作面

2、防尘措施

(1)12#层回风顺槽距工作面煤壁30m处,安设一道手动净化水幕,喷

雾水幕覆盖全断面。

(2)12#层运输顺槽共安设三组全断面净化水幕,在顺槽距煤壁30m范

围内安设一道手动水幕,距顺槽巷道50m范围内安设一道手动水幕,500m处

安设一道手动水幕。

(3)各转载点,均安装一组转载点喷雾。

(4)靠近工作面的两顺槽水幕随着工作面的推进及时外移。

(5)粉尘测定:

①粉尘测定仪器:CCZ1000直读式粉尘浓度测量仪。

②粉尘浓度测量仪主要技术参数:

a测量范围:可测量全尘、呼吸性粉尘

测量范围:0.1—1000mg/m3

b采样流量:15L/min

c采样流量误差:总粉尘不大于5%

呼吸性粉尘不大于2.5%

d工作环境温度:-10℃〜40℃

e仪器连续使用时间:>80min。

③粉尘分散度:每6个月测定一次。

④粉尘中游离二氧化硅含量每6个月测定一次。

⑤总粉尘每月测定2次,呼吸性粉尘每月测定1次,个体呼吸性粉尘浓

度每季度测定一次。

(6)定期冲刷巷道粉尘:

①工作面、回风顺槽距采面100m范围内每小班至少冲刷一次,剩余范

围每周冲刷一次;

②运输、回风顺槽每周冲刷一次。

(7)采煤机内外喷雾:

要求必须正常使用,喷雾嘴完好不堵塞,内喷雾压力不小于2MPa,外

喷雾压力不小于l.5MPa,雾化程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产生

部位。内喷雾装置不能正常喷雾时,外喷雾压力不得小于4MPa,无水或喷

雾装置损坏时,必须停机处理。工作面设置架间光控喷雾,生产期间专人

负责开启。

(8)煤层注水:

由于81201工作面所采煤层含水>4%,因此不采用煤层注水。

(9)其他防治粉尘措施:

①每周至少检查一次隔爆水袋、喷雾设施的安装地点、数量、水量及

安装质量是否符合要求,按规定安装及使用。

②工作面的风速要符合《煤矿安全规程》的规定,防止煤尘飞扬。

③配备个体防尘用品,进入工作面和回风侧的所有人员必须佩带防尘

口罩,加强个体防护。

④回风顺槽及其他巷道浮煤要及时清扫。

3、隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

(1)12#层运输顺槽和回风顺槽分别安装5组辅助隔爆水棚,水袋容量

为40L/个,水棚容量按200L/m2,每组长度不小于20m。

(2)水棚距离工作面60〜200m范围内,随着工作面的推进外移。

(3)隔爆水棚每周检查一次,并做到经常冲刷,水质、水量要符合要

求,发现损坏的及时更换。

(4)隔爆水棚的排列间距为1.2-3.0m,水棚距离顶板、两帮间隙不得

小于100mm,距离轨面不小于1.8m,棚组内各排水棚的安装高度要一致。

(5)水棚应设在巷道的直线段内,与巷道的交叉口、转弯处、变坡处

的距离必须保持50-75m。

(6)悬挂隔爆水袋的挂钩,其角度要大于75°水棚要挂牌编号管理。

(7)棚区内的各排水棚的安设高度应保持一致。

五、防止煤层自然发火技术措施

1、灌浆防灭火

(1)地面灌浆站设置2台高速制浆机。风井主管路为6159mm的钢管一

12#层回风绕道一12#层盘区回风大巷一12#层81201回风顺槽-81201工作

面。

(2)采用机械搅拌,粉煤灰制浆,必要时添加阻化剂,保证灌浆质量,

根据本矿井开拓、开采系统、地理条件、运输距离等因素。粉煤灰灌浆水

土比确定为4:lo

(3)我矿正常情况下采用采后注浆方法,即采煤工作面结束后,在其

两顺槽砌筑永久密闭墙,墙上预留注浆管与注浆管连接即可实现注浆,注

浆方式为间歇式注浆。当采空区出现自然发火标志性气体CO、C2H4等,并呈

连续上升趋势及时进行灌浆。

(4)井下所有人员要爱护灌浆设施,不准擅自关闭,损坏及拆卸灌浆

管路,管路分支处要安设控制闸阀。

2、阻化剂防灭火

本工作面选用BZ2.4/4L型阻化剂喷射泵,可喷射阻化剂溶液和阻化气

雾。

将雾化喷头设置在采空区漏风点,通过液压泵向可移动的雾化喷头供

液,由专人手持喷枪向采空区喷射阻化液雾,以起到防火作用。

使用时注意事项

(1)开动整机之前,必须将吸水滤网放入水中,将调压阀手柄向顺时

针方向搬足。

(2)启动后,使之运行10分钟到15分钟期间不要加压。

(3)液压泵不能脱水运转,以防止活塞碗损坏。

(4)使用压力最大不可超过3MPa。

(5)每天工作结束后,须将清水继续喷洒5分钟,祛除阻化泵和管路

内残液,停机后拆下水管,再转动几下皮带轮,以排除阻化泵内的存水。

(6)定期更换润滑油,当液压泵实际使用200小时左右,须更换曲轴箱

内润滑油一次。

4、综合防灭火措施

(1)预防措施

①建立完善的消防管路系统,与防尘管路合用。

②手工检测:在81201回采工作面回风隅角处,建立防灭火观测站,悬

挂防灭火观测牌板,用DQJ-15型多种气体检测器检查CO、O2等气体;光学甲

烷检测器检查CH八C02,矿用温度计和红外线测温仪检测温度。每天对工作

面、回风隅角、回风流等地点的CO、CO2、CH八温度至少检查一次,并上报

矿有关领导审阅。

③取样分析:对回风隅角等每天取样分析。

④及时封闭:工作面结束后45天内必须将所有与采空区相连通的巷道

全部封闭,巷道破碎地段要使用喷浆封堵的办法,每周检查一次密闭内外

的气体及密闭内外压差。

⑤为防止老空区残留煤与空气接触氧化造成老空区温度升高、有毒气

体涌出等现象发生,要求上、下端头关门柱必须悬挂挡风帘。停产期间关

门柱里由综采队用塑料编织袋装入沙或砰石,进行叠放,构筑宽度为1米

的挡风墙接顶、接帮,降低采空区漏风,减少供氧量,从而达到防灭火的

目的。

⑥工作面所有工作人员必须了解掌握自然发火预兆的相关知识,一旦

发现有煤壁挂汗、发热、空气中有煤油、焦油味等自燃征兆时,必须做好

标记,并及时汇报。

(2)治理措施

①当工作面采空区出现自然发火征兆,自然发火标志气体呈上升趋势

时,采取下列措施:

a、加快推进度,进回风端头构筑挡风墙等措施。

b、加强检测,防止采空区内的瓦斯、CO?等气体涌到工作面,发生瓦斯、

CO?事故。

C、通过对通风系统的优化,减少采空区进、回风侧的压差,以阻止自燃

的发展和蔓延。

②工作面自然发火严重,失去控制时,要立即封闭工作面,并在两顺

槽密闭留出观察孔、措施孔,对火区实行灌浆等防灭火措施,待火区熄灭

后启封。

③封闭火区时,应尽量缩小封闭范围,并必须指定专人检查瓦斯、氧

气、一氧化碳、煤尘以及其他有害气体和风向、风量的变化,还必须采取

防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的措施。

④火区同时具备下列条件时,方可认为火已熄灭:

a、火区内的空气温度下降到30℃以下,或与火灾发生前该区的日常空

气温度相同。

b、火区内空气中氧气浓度降到5%以下。

c、火区内空气中不含有乙烯、乙快,一氧化碳浓度在封闭期间内逐渐

下降,并稳定在0.001%以下。

d、火区的出水温度低于25℃,或与火灾发生前该区的出水温度相同。

e、上述指标持续稳定的时间在1个月以上。

启封已熄灭的火区必须制定安全技术措施,并由救护队负责完成。

⑤火区管理:

a、绘制火区位置关系图,注明所有火区和曾经发火的地点。每一处火

区都要按形成的先后顺序进行编号,并建立火区管理卡片。火区位置关系

图和火区管理卡片永久保存。

b、防火墙挂牌管理,定期检查,并将检查结果记录在防火记录薄内。

⑥其它火灾的预防和治理:

a、严禁携带烟草和点火物品,入井人员严禁穿化纤衣服。

b、加强电气设备管理,杜绝失爆现象,严禁带电作业。

c、严格放炮管理,放炮使用水炮泥,防止放炮火焰引发火灾。

d、加强皮带运输管理,皮带巷要安装温度等保护装置,防止皮带过温

发生火灾。

e、井下使用的汽汕、稀料必须装入盖严的铁筒内,由专人运送到使用

地点,并有明显的标记,剩余部分必须运回地面,严禁在井下存放。汽油、

稀料入井前必须到信息办办理手续,升井后及时销号。

f、井上、下要设立消防材料库,材料库内装备消防列车、沙、灭火器

等,配备齐全。在可伸缩带式输送机头、工作面上、下端头、变电站、汕

脂库、泵站各配置2个灭火器。

任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况,立即

采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并迅速报告调度室。矿调度室

在接到井下火灾报告后,要立即向值班领导和有关负责人汇报请示,按灾

害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。跟班

领导和在现场的区队长、班组长要按照灾害预防和处理计划的规定,将所

有可能受火灾威胁的人员撤离,并组织人员灭火。电器设备着火时,要首

先切断电源,在切断电源前,只准使用不导电的灭火器材进行灭火。同时,

要防止由于火风压产生风流逆转造成人员伤亡。在抢救人员和灭火过程中,

指定专人检查瓦斯、一氧化碳、煤尘、其他有害气体和风量、风向的变化,

还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全技术措施。

4、防灭火要求

(1)工作面煤层经鉴定为I类自燃,在正规的回采期间,应尽量保持

设计的推进速度,在临时停产期间,要加大综合防灭火措施。

(2)工作面结束生产后的其他工作期间,及时调整工作面供风量。

(3)撤面期间要在上下端头及工作面喷洒阻化剂,防止煤炭自然发火。

(4)当对采空区注氮或灌浆时,另编制专项安全技术措施。

(5)必须预先选定构筑防火门的位置,当采煤工作面生产和通风系统

形成后10天内,必须按设计选定的防火门位置,构筑好防火门墙,并储备

足够数量的封闭防火门使用材料,以便随时封闭。

(6)井下火灾不能直接灭火时,必须砌筑防火墙,封闭火区。

(7)井下所有永久性防火墙都应编号,并在火区位置关系图中注明,

其管理应严格按照《煤矿安全规程》第247条的规定执行。

第三节排水

一、工作面涌水量预测

81201工作面正常回采预计涌水量为9.9m3/d。最大涌水量为299.9m3

/do

二、排水方案

在12#层回风顺槽相对低洼处挖集水坑,安装两台进潜水泵,一台备用,

一台排水;在12#层回风顺槽内敷设一趟中60nlml.OMPa排水管路。每班派

专人对排水设备、管路、系统等进行排查、维护、维修,检查备用排水材

料是否完好,保证工作面正常回采。

各个水窝内的排水泵必须与排水管连接好,并且设置逆止阀,防止水

倒流,用于工作面回采期间的正常排水。12#层回风顺槽各个水窝处的备用

水泵不得少于一台,备用水泵必须保持完好。

三、排水路线

在两顺槽相对低洼处挖积水坑,安装水泵,并敷设一趟①60nlm排水管

路,两顺槽排水路线为:

12#层运输顺槽一12#层盘区轨道大巷一12#层轨道大巷一副斜井12#层

甩车场一井底水仓一副斜井一地面。

81201回风顺槽一12#层工作面运料联络巷一12#层轨道大巷一副斜井

12#层甩车场一井底水仓副斜井-*地面。

四、排水系统供电

两顺槽排水电源来自井下盘区临时变电所。

第四节供电

81201工作面的采煤机、刮板输送机、转载机、乳化泵采用由81201工

作面串车中KBSGZY-630/1000移动变电站供电,运输顺槽一部皮带机电源

采用1140V电压等级,电源取自井下变电所。

第五节通讯照明

一、通讯系统

1、通讯系统:

在转载机机头、刮板输送机机尾、可伸缩带式输送机机头位置各安设

一部本安型调度电话机与地面联系。

二、照明系统

运输、回风顺槽每30m安设防爆照明灯一盏,工作面每15m安设一盏

防爆照明灯。

第六节压风系统

风源来自地面压风机房,自副斜井经副井车场、12#层轨道大巷、12#

层工作面运料联络巷、12#层回风顺槽,通过变径接入工作面。每隔50m设

一三通,100m一个闸阀。地面风压为0.75MPa,迎头风压最小为0.5MPa。

压风系统:

地面压风机房一副斜井一副井车场一12#层轨道大巷一2#层工作面运

料联络巷f12#层回风顺槽一81201工作面。

第五章劳动组织和主要经济技术指标

第一节劳动组织

一、作业方式

采用“三八制”工作制,两班半生产,半班检修。中班、夜班每班4个

循环,早班检修和1个循环,日进尺5.4m。

工艺过程:割煤一移架一移运输机。

二、劳动组织

81201工作面每班有2名带班组长负责组织生产,配有维修工、端头工、

煤机司机、移架工、输送机司机等相关工种的操作人员若干名,全部合计

74人,见工作面人员配备劳动组织图表。

工作面人员配备劳动组织图表

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