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文档简介

目录

目录......................................................................................1

第一章概况.............................................................................1

第一节工作面名称及参数.............................................................1

第二节工作面位置及井上下关系.....................................................2

第三节地质煤层赋存情况...........................................................3

第四节水文地质....................................................................4

第五节储量和服务年限.............................................................4

第二章采煤方法........................................................................5

第一节巷道布置....................................................................5

第二节采煤工艺....................................................................5

第三章顶板控制........................................................................9

第一节支护设计....................................................................9

第二节工作面顶板管理.............................................................11

第三节运输巷、回风巷及端头管理..................................................12

第四章生产系统.......................................................................13

第一节运输.......................................................................13

第二节一通三防...................................................................14

第三节排水...................................................................20

第四节供电.........................................................................21

第五节照明通讯...................................................................36

第五章劳动组织和主要技术经济指标....................................................37

第一节劳动组织...................................................................37

第二节主要经济技术指标..........................................................38

第六章煤质管理.......................................................................39

第七章安全技术措施...................................................................40

第一节一般规定...................................................................40

第二节通用安全技术措施..........................................................41

第三节防治水.....................................................................42

第四节一通三防安全技术措施.......................................................43

第五节机电设备管理..............................................................46

第六节各专业工种安全技术措施....................................................47

一、采煤机司机..................................................................47

二、刮板输送机司机..............................................................48

三、皮带输送机司机..............................................................49

四、乳化液泵站司机..............................................................49

五、小绞车司机..................................................................50

六、支架工......................................................................51

七、移溜工......................................................................52

八、端头维护工..................................................................52

九、下料工......................................................................53

十、电工.........................................................................54

H-一、钳工......................................................................55

第六节其它措施...................................................................56

一、设备防倒防滑措施............................................................56

二、过断层安全技术措施..........................................................56

三、处理咬架,倒架安全技术措施.................................................57

四、工作面行人安全措施..........................................................57

五、工作面片帮安全措施..........................................................58

六、起吊运输重物及大件措施....................................................58

七、防高压管伤人措施............................................................59

八、人员煤壁作业措施............................................................60

九、爆破管理技术措施............................................................60

十、替超前棚措施................................................................63

第七节试运转、初采初放、收尾回辙组织管理措施...................................64

第八节顶板控制...................................................................66

第九节设备运输...................................................................69

第十节两巷与文明生产............................................................72

第八章主要机械设备与维护保养.........................................................72

第一节主要机械设备...............................................................72

第二节主要机械设备的维护保养....................................................73

第九章质量标准化管理.............................................................77

第十章岗位工操作规程.............................................................81

第十一章应急措施及避灾路线..........................................................86

第十二章采初初放安全技术措施............................................................87

第一节采面概况...................................................................87

第二节队成立初采初放领导小组....................................................88

第三节初采前准备工作.............................................................88

第四节初采初放措施...............................................................90

第一章概况

第一节工作面名称及参数

一、11908综采工作面是继11902综采工作面后2015年接替工作面,也

是2015年我矿主采面,掘进工程于2015年6月完工,完成总工程量1177m,

分别为风巷497m,运输巷571m,倾斜长109m。

二、安装时间为2015年6月中旬,预计安装完成时间2015年8月1日。

三、根据本矿井采区实际情况,综采工作面斜长布置为109m,可采走

向长度250m,服务生产时间为4.2个月;

四、预计生产时间:2015年8月2日

1

第二节工作面位置及井上下关系

工作面位置及相对地面情况

煤层名称K19水平名称一水平采区名称一采区

11908综采工+1205〜+1124〜

工作面名称地面标高工作面标高

作面+1310m+1187m

11908回采工作面位于矿岩填寨西部稍偏南,相对地面位置为山地、陡

地面位置

坡、季节性冲沟,标高为+1205〜+1310m,无其它建筑物,无地表水体。

井下位置及四邻

况11908采面风巷与采空区11906采面机巷相邻;东、南为老窑采空区。

采掘情况

回采对地面设施11908回采工作面的煤层与地面相对高差为+40〜+105田左右,地面无建

影响筑物及地表水体。

走向长(m)250倾斜长(m)109m面积(m2)27250

煤层总厚煤层结构煤层倾角

3.016°

煤(m)(度)

简单

回采率0.95可采储量:119600稳定程度较稳定

煤层属无烟煤,一般为灰黑色半亮型和半暗型,具强玻璃光泽,块状及不规则条带状结

构,层状构造。

灰份挥发份硫份发热量

Ad(%)Vdaf(%)St,d(%)Qnet,d(MJ/kg)

情16.699.131.6630.32

19煤属中灰、中硫、特高发热量的无烟煤。

2

第三节地质煤层赋存情况

顶板名称岩石名称厚度(M)岩性特征

为粉砂岩、粉砂质泥岩,

老顶砂岩、粉砂质泥岩10夹菱铁矿薄层,半坚硬。由于

靠近地表,节理、裂隙较发育。

直接顶板为泥质灰岩,含

直接顶泥质灰岩0.41-1.86m泥晶及暗色矿物,岩性坚硬,

煤层煤层顶板稳定性中等。

顶板

情况伪顶粉砂质泥岩0--0.2m深灰色

主要为泥岩或泥质粉砂岩

直接底灰色泥岩3〜8m夹薄煤层,遇水易产生底鼓现

象。

老底细砂岩砂质泥岩泥岩15~25m较稳定,半坚硬。

11908工作面位于老鬼山背斜的东翼,总体呈一单斜构造。地层走向北东,倾向北西,

倾角11。~23。左右,平均倾角16°。

影响开采的主要地质因素是:煤层顶底板起伏较大。F1断层在停采线以外造成回风巷和

运输巷巷道起伏较大,低洼处积水,需要排水。.此处为原老矿巷采区域,老空巷给开采带来

一定的影响,相邻南部有两个采面采空区,巷道压力大在回采时巷道变形严重,影响回采

地质

构造

情况

构造名称走向。倾向。倾角。性质落差对回采的影响程度

F1正断层1112185正3.0米巷道积水,需要排水

F2正断层1304080正2.7米巷道积水,需要排水

F3正断层90070正1.3米机巷揭露,影响回采

附:煤(岩)层综合柱状图

3

第四节水文地质

大气降水是矿井充水的主要因素。一般沿基岩裂隙渗入矿井,裂隙发育地段巷道充

水会有所增大;地表水对矿井具有一定的补给作用,岩层渗透性好,含水性较弱。本工

作面顶板泥质灰岩厚度较薄为弱含水层、老顶砂岩为一般含

水层,顶板在断层附近,构造破碎带附近会有滴水,淋水,并汇集在巷道低洼处,,做好排放

水工作,在巷道低洼处开掘水仓,安装排水系统排水,确保安全生产。

最大涌水

措10m3/h正常涌水量3--5m/h

施量

我矿为高瓦斯矿井,本工作面为高瓦斯工作面,相对瓦斯涌出量为10.47m3

瓦斯/t,绝对瓦斯涌出量为2.06m,/min。在构造破碎带和断层附近煤层增厚附

近有害气体可能会有异常增加。

回煤尘矿井地质报告中试验结论为“无爆炸危险性”。

其煤的自燃矿井煤层自燃倾向等级为in级,即为不易自燃煤层。

况地温本矿区属地温正常区。

地压无冲击地压。

第五节储量和服务年限

一、储量

工作面风巷走向长497m,运输巷571米,平均可采长度250m,倾向长

109m,煤层平均厚度为3.0m,容重为1.54t/m3,则地质储量为:

Q地=250X109X3.0X1.54=125895吨

二、工作面实际可采储量

4

工作面实际可采储量:125895X95%=119600t

三、可采期

n=走向长度/月设计推进长度(每小班两刀煤,一天两个小班生产,一小

班检修,每月生产25天)

n=2504-(0.6X2X2X25)=4.2(月)

第二章采煤方法

第一节巷道布置

11908综采工作面回风、运输巷设计断面为9.4411)2的梯形断面,沿19#

煤层走向布置、沿顶板掘进,工作面(切眼)沿煤层倾向布置,延煤层走向

推进。11908工作面可采走向长250m,倾向长109m,煤层厚度3.0m,煤层

倾角平均16°,煤层硬度较大,结构单一,选用走向长壁后退式综合机械化

采煤法。

附:巷道平面布置图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

11908综采工作面采用倾斜走向长壁后退式综合机械化采煤法,工作面

按走向长壁布置,ZY3200/14.5/3L5液压支架,MG200/491-WD型交流电牵

引双滚筒采煤机双向落煤、装煤,自溜装煤;工作面前部安设一台SGZ630/220

5

型刮板输送机,运输采煤机落煤。斜切进刀。设计采煤机割煤高度3.0m,截

深0.6米,全部垮落法管理顶板。

(一)工艺流程简介

煤机在机头时一:交接班一采煤机下行割三角煤一调整上下滚筒位置上行

割煤一推移刮板输送机一跟机移架一割煤割穿机尾后调整上下滚筒位置下

行割煤一距机尾15米位置斜切进刀一推移动机尾刮板输送机槽板及移架一

进刀结束一清浮煤

煤机在机尾时:交接班一采煤机上行割三角煤一调整上下滚筒位置下行

割煤一推移刮板输送机一跟机移架一割煤割穿机头后调整上下滚筒位置上

行割煤一距机头15米位置斜切进刀一推移动机头刮板输送机及移架一进刀

结束一清浮煤

(二)工艺要求

1、交接班

由上下班跟班副队长、班长、验收员及特殊岗位人员双方进行现场交接,

对当班设备完好情况、工作面存在问题及注意事项等必须交接清楚。接班后,

对存在问题进行处理后方可开始当班正规作业。

2、割煤及斜切进刀

⑴本工作面采用上、下端头割三角煤斜切进刀方式:

①接上一班采煤机上、下行割三角煤至上、下出口,调整上下滚筒位置。

②采煤机上、下行清煤至进刀口,上、下行割煤,同时进行推移刮板输

送机。

③采煤机割至上、下出口,调换滚筒位置,上、下行割煤至进刀口,将

弯曲段刮板输送机推直,完成斜切进刀过程。

⑵割三角煤进刀时,从采面机头或(机尾)向里10架(支架宽1.5m)

6

开始进刀必须保证割煤进刀长度不小于35m,把刮板输送机推平推直,进刀

结束,采煤机进入缺口停好后要停电摘离合器并实现与刮板机的闭锁,将采

煤机滚筒落地后方可进行其它工作。

附:斜切进刀示意图

3、割煤

双滚筒采煤机前滚筒(前进方向的滚筒)割顶煤,后滚筒割底煤,前行

未清完的煤在推移刮板输送机时自行装入溜槽。割煤时严格将采高控制在

2.8m〜3.0m之间,使支架有足够的空间与行人空间,顶板、底板必须割平,

将煤壁割成直线。

4、推移刮板输送机

采煤机割煤时,滞后采煤机18米推移刮板输送机,推移刮板输送机时

严禁出现死弯或损坏连接销,刮板输送机推到位后成一条直线。

若刮板输送机出现下滑或上窜时,要通过伪斜管理来调整工作面。

5、移架

①采面机前行割煤后支架工及时打开前探伸缩油缸和护帮板支护顶,保

证空顶距不超过300mm,防止顶煤垮落支架悬空。随着刮板输送机的推移进

行移架。

②移架时,为防止咬架或挤架,一定要控制降架高度不超过相邻支架侧

护板高度的2/3,支架到位后,依靠本架侧护板调整支架倾角,缓慢将支架

升起,使支架接顶严实。

③当顶板破碎时,采取带压擦顶移架。

④移架时采用挂线移架,保证工作面支架移到位后成一条直线。

⑤降架时,立柱下降量控制在200mm以内,使支架顶梁带有一定倾角

«7°),保证支架前梁接顶严实。

7

⑥若顶板局部破碎,支架前梁漏顶空顶,应及时采用圆木配合工字钢梁

刹顶,使支架前梁、顶梁能有效支撑顶板。

⑦支架高度严格控制在2.8m-3.0m之间,出现超高,偏低情况时,应及

时进行处理,保证支架的稳定性和支护状态良好。

⑧出现挤架、歪架、咬架现象时,应及时处理,严禁强拉硬推。

⑨移支架时,每次只能移动相邻的支架,并确定被移支架5米范围内无

其他人员逗留或作业。

三、工作面正规循环生产能力

W=LShlYC

=LSYChl

=109X0,6X1.54X3.0X95%

=287吨

式中:W一工作面正规循环生产能力t

L一工作面长度m

S一工作面循环进度m

Y一煤的容重取1.54t/m3

hl一采煤机截割高度m

C一回采率取95%

8

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、支护设备选型

该工作面选用ZY3200/14.5/31.5液压支架支架进行支护。

液压支架主要技术参数

名称ZY3200/14.5/31.5

支架高度(m)1.45^3.15

工作高度(m)3.0

工作阻力(KN)3200

支架宽度(mm)1500

中心距(m)1.5

移架步距(m)0.6

初撑力(KN)2816

立柱行程(mm)800

伸缩千斤顶(mm)700

回采工作面支护强度的确定

经验岩重法(按支撑采高6倍的上覆岩重计算)

Q=6mrX105=6X3.0X2500X10=0.45Mpa

式中:Q一支护强度,Mpa;

n一采高6倍的上覆岩重;

r一岩石容重,取2.5T/M3;

m一工作面采高,取3.0m;

9

二、工作阻力的确定:

(一)、Q=PXbXBc/Ks

式中:Q-支架工作阻力,KN;

b-支架中心距,取1.5m;

Ks-支护效率,1;

Be-支架顶梁长,即:4.4m

P-支护强度,支护强度取0.45MPa;

将上述带入上式得:Q=45OX1X4.4X1.5=2970KN

考虑地质构造等多种因素,工作阻力取3100KN。

3200KN>3100KN,因此ZY3200/14.5/31.5液压支架符合要求

(二)、液压支架高度的计算

A:支架最大支撑高度:应是煤层的最大开采高度再加200nlm,即:

hmax=Hmax+(0.2)=3.0+0.2=3.2m;

支架最大支撑高度取3.2m.

式中:Hmax----煤层最大开采高度3.0m;

B:支架最小支撑高度:由于hmin>Hmin2.8m>l.45m

Hmin为支架最小支撑高度

hmin为米面最小米局

根据我煤矿地质条件,本着安全可靠,技术可行,经济合理,利于频繁

搬家撤面的原则,选定支架为ZY3200/14.5/31.5。基本支架采用即时支护,

过渡支架采用滞后支护符合矿井安全生产条件。

10

第二节工作面顶板管理

一、工作面常规支护

(1)、工作面支护

11908综采工作面共安装ZY3200/14.5/31.5型液压支架75架,支架中

心距为1.5米,工作面最大控顶距5.3mm,最小控顶距为4.4mm,端面距控

制在300mm以下,移架推溜步距为0.6m。

(2)、上、下端头支护

机风两巷端头各采用四对3.6111n型钢梁配合2.8m单体液压支柱支护。

二、顶板管理方式

1、采用全部垮落法管理顶板。

三、矿压监测

(一)、监测仪表的设置

工作面机头、机尾每架安设一组压力表,中间部分每十架安设一组

压力表,安设在支架的操作阀组上共十六组,以监测支架的初撑力和工作阻

力。

(二)、测点的选取与观测方法

1、采用自动记录与人工观察相结合的方式,人工观察频率要求初放

期间每班不少于2次,正常回采每班不少于1次,人工巡回观察,记录数据

由技术员定期回收整理。

2、当压力表读数明显增大,安全阀部分或普遍开启时,表明处于来

压期间,应加强观察与记录

四、特殊情况顶板管理

初采初放顶板管理

过断层顶板管理

11

见补充安全技术措施

第三节运输巷、回风巷及端头管理

一、工作面运输巷、回风巷顶板管理

11908综采工作面两巷原支护为锚网锁支护部分地段采用的是工字钢棚

支护。回风巷及运输巷在距工作面20米范围内打两排支柱进行支护,采用1

米钱接顶梁配合2.8米单体液压支柱进行维护,单体柱距巷道两帮煤壁0.8

米。行人侧宽度保证在0.7米以上。尾巷侧采用二排点柱维护。遇巷道超高

地段采用圆木刹顶进行维护。且保证两巷超前不少于20m。

二、端头管理

上、下端头支护:

①采用4对八根n型梁进行支护,不少于一梁三柱,梁长4米间距均匀

布置,(可根据具体情况而定)。并在靠近老塘侧打两排关门柱,排距

不大于0.6m,柱距不大于0.4m。

三、工作面端头超前替棚

1、支架拉架前需要对前方的工字钢棚进行超前替棚,替棚使用3.2米圆

木配合2.8米单体柱配合进行,严格执行先支后回,并且每次推进一排只能

超前替一棚,严禁替多棚。

四、工作面端头单体支柱的回撤

随工作面的推进,上、下端头支护随采随回,八点班回撤,回撤方式为

人工回撤。单体卸载时利用卸载手把远距离操作,等顶板稳定以后人员方可

采用拔柱器进行回柱。

五、工作面支护材料的使用数量及存放管理。

12

1、支护材料使用备用情况

①单体支柱使用数量:1.5米5根、2.5米20根、2.8米140根;单体

支柱备用数量:2.8米20根。

②接梁使用数量:1米80根;备用10根。弘型钢梁使用数量:16根,

备用2根。

③圆木存放数量:2.2米圆木100根、3.2米圆木50根。金属网存放数

量:30卷。

2、存放管理

所有支护材料统一存放在回风巷距工作面100m处,材料必须上架、挂

牌管理,靠巷道下帮码放整齐。废旧材料及时进行回收,消耗材料及时向井

下补存。

附:工作面支护平面

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

运煤设备及装、转载方式

11908综采工作面安装一部SGZ630/220型刮板输送机运输采煤机截割落

煤。经运输巷SGZ620-40刮板输送机运载到运输巷DJSB-55皮带,转载至

11908运输巷DSJ80/2X30皮带,转载至11908运输联络巷DSJ80/55皮带,

再转载至主平胴皮带运载至地面。

采面运输设备

13

SGZ630/220型刮板输送机,一部

SGB620-40刮板输送机,1部

DSJB/55皮带,1部

DSJ80/2X30皮带,1部

DSJ80/55皮带,1部

二、运煤路线

①工作面一11908运输巷一11908运输联络巷一主平胴一地面

三、运料路线

1、回风巷

凯强副平胴一上部车场一轨道上山一1133车场一11908风巷一工作面

2、运输巷

进风平胴一11908联络巷上山一11908运输巷一工作面

四、行人路线

1、回风巷

主平胴f主平胴绕道一轨道上山一1133车场一11908回风巷一工作面

2、运输巷

主平胴-11908运输联络巷一11908运输巷一工作面

附:运输系统图

第二节一通三防

一、通风线路

1、新鲜风流线路

地面f进风平胴-*11908材料联络巷一11908采面运输巷一11908采面

14

2、乏风线路

11908采面一11908回风巷一11908回风联巷f回风上山一1250总回风

巷一回风平胴一地面

二、采煤工作面风量计算

1、风量计算:

(1)按气象条件确定风量

Qct=60X70%XVcfXScfXkchXkcl=60X70%X1.0X14.55X1.2X

1.0=733.32m7min

式中Qct——采煤工作面需要风量,m7min;

Vcf------采煤工作面的风速(查采煤工作面进风流气温与对应风速表取L0m/s);

I——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

计算,取14.55m2;

L——采煤工作面采高调整系数,(查采煤工作面采高调整系数表取值1.2)。

kcl——采煤工作面长度调整系数,(查采煤工作面长度调整系数表取值1.0)o

70%——有效通风断面系数。

60——为时间单位换算产生的系数。

(2)按照瓦斯涌出量计算

Qcf=125XqcgXkcg=125X1.28X1.6=256n?/min;

式中:

%——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,取L28m%nin。

L——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.6(没有观

测数据时,机采工作面取1.2〜1.6)。

15

125——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。

(3)按照二氧化碳涌出量计算

Qcf=67XqcxXkcx=67X1.12X1.33=99.8m3/min;

式中:

q,f一一采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,取

1.12m3/min。

kcg——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,取1.33。

67——按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。

(4)按回采工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:

每人供风24m3/min:

0采>4N=4X60=240(m3/min)

式中:N——工作面最多人数,

(5)按风速进行验算:

1)验算最小风量

0*260X0.25SebQ,nin^60X0.25X11.13Qmin^166.95m7min

2

Sm=L,bXh(;fX70%=5.3X3X7O%=11.13m

2)验算最大风量

Q™ax^60X4.0ScxQ*W60X4.0X9.24Qraax^2217.6m7min

2

Scx=LCXX*X70%=4.4X3X70%=9.24m

3)综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,

验算最大风量。

QmaxW60X5.OSex(m3/min)

16

Qmax^60X5.0X9.24=2772m'/min

2

Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积,m

Lcb——采煤工作面最大控顶距,取5.3m

hCf-----采煤工作面实际采高,取3m

八一一采煤工作面最小控顶有效断面积,m2

Lx——采煤工作面最小控顶距,取4.4m

0.25——采煤工作面允许的最小风速,m/s

4.0----采煤工作面允许的最大风速,m/s

70%——有效通风断面系数

5.0——综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等

措施后允许的最大风速,m/s。

166.95m7minW733.32m3/min^2772m7min

通过以上验算,风量符合风速验算,工作面的风量不小于733.32m3/min。

附:通风系统图

三、瓦斯防治

(一)瓦斯检查

1、每班对工作面检查的次数不少于三次,且检查时间应均匀。

2、每班跟班领导及采煤机司机必须携带便携式瓦检仪。

(二)瓦斯监测监控

1、工作面设专职瓦斯检测员检测瓦斯。检测地点设在:

①工作面进风流(指运输巷至工作面煤壁线以外的风流);

②工作面风流(指距煤壁、顶板、底板各20cm以外的风流和以采空区

17

切顶线为界的空间风流);

③上隅角(指工作面回风侧最后一部支架处);

④工作面回风流(指距工作面10m以外的回风巷内不与其它风流回合的

一段风流)。

2、在运输巷距工作面10米处安设一部甲烷传感器(TD,实现对工作面

进风流瓦斯连续监控,瓦斯浓度大于0.5%时报警断电,瓦斯浓度小于0.5%

时复电。

3、在回风巷距工作面10米设一部甲烷传感器⑴),距顶板300mm,煤壁

200mm,报警瓦斯浓度为0.8%,断电瓦斯浓度为1%,复电瓦斯浓度小于0.8%。

4、在距回风巷口10〜15米处安设一部甲烷传感器⑴),报警浓度为0.8%,

断电浓度为1%,在距回风巷口10〜15米处安设一部风速传感器和一氧化碳、

温度、粉尘传感器。

5、风巷上偶角悬挂一个甲烷传感器(T。),瓦斯报警浓度为1%,断电瓦

斯浓度为1.2%,复电瓦斯浓度小于I%-

(三)瓦斯抽放

1、2011年6月,我矿委托中国矿山大学矿山开采与安全教育部重点实

验室提交的《盘县新民龙源煤业有限公司XX煤矿K17、K19煤层煤与瓦斯突

出危险性鉴定报告》对我矿瓦斯突出危险性进行鉴定,K17、K19煤层在主平

胴标高(+1122m)以上区域无煤与瓦斯突出危险性。

根据黔能源煤炭[2011]833号《关于六盘水市煤矿2011年矿井瓦斯等

级鉴定报告》的批复,矿井相对瓦斯涌出量10.47m3/t,矿井为高瓦斯矿井。

2、根据矿井实际情况,矿井在回风巷铺设一趟抽放管路,抽放上隅角

采空区瓦斯,保证工作面瓦斯达到规定要求。

3、11908回风巷安设路线:11908回风巷-11908回风联络巷-*回风上

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山一1250总回风巷一回风平胴一地面

三、综合防尘系统

机风两巷各安装一路4寸水管,水管每隔50m接一个三通阀供巷道洒水

冲尘使用,架间喷雾,风巷水幕,转载点喷雾。

(一)防尘管路系统

地面静压水池一凯强副平胴一轨道上山f1133车场一11907联络巷一

11908运输巷一工作面“

11908回风巷一工作面

四、防火

1、根据贵州煤田地质局2007年所提供的煤层自燃倾向性鉴定报告,矿

井为m类不易自燃煤层,但为保证矿井安全生产采取以下措施。

1、内因火灾防治措施

①工作面尽可能提高割煤效果,提高回采率,做到采空区最大限度少丢

煤。

②加强工作面设备管理,减少事故,在保证工作面割煤效果的前提下,

尽可能的加大推进速度。

③每班瓦检员加强工作面上隅角瓦斯检查,密切监测工作面CO、CO2及

温度变化,发现问题立即处理。

④在上巷安设束管气体监测设备,由矿信息中心定期取样分析,及时准

确测定CO等有害气体浓度。一旦发现有害气体超过规定要求及时查明原因

进行处理。

⑤在工作面开采期间,通风队定期检查工作面上部地表裂缝,必须及时

组织力量充填、封堵漏风。

⑥工作面回采结束后,必须在45天内对H908综采工作面进行封闭。

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2、外因火灾预防措施

①生产过程中,各班必须清理工作面各地点浮煤。

②生产过程中用过的棉纱、油脂及可燃物,必须由专人负责,放在铁桶

内回收,铁通必须有盖。

③皮带机头、各配电点以及油脂存放地点等重点地段必须设置灭火器材,

灭火器不少于2个(8Kg)、0.2m3砂子铁锹和铁叉等工具。

④工作面洒水管路必须完好。

⑤工作面必须使用阻燃输送带,带式输送机各种保护必须齐全、可靠,

杜绝输送带摩擦导致高温冒烟或明火现象。

⑥严禁任何人员携带烟火。

⑦一旦工作面发现火灾,现场人员必须立即采取一切可能方法直接灭火,

控制火势,并迅速报告调度室。火势过大不能扑灭时及时按照避灾路线进行

逃生。

第三节排水

11908综采工作面机风两巷在掘进过程中淋水量较小,经探无积水现象,

因此在巷道低洼或容易积水地段打长4米、宽2米、高2米的水仓,使用

QYW25-70型风动排沙排污潜水泵和电泵进行排水。

二、排水设施

在运输巷低洼水仓处布设2台QYW25-70型风动排沙排污潜水泵和2台

电泵进行排水,风巷使用一台QYW25-70型风动排沙排污潜水泵进行排水。

三、管线布置及排水路线

在运输巷布置一趟4寸排水管300m由风泵抽放到进风平胴水沟,经水

沟流出地面;回风巷布置一直径50mm排水管350m由风泵抽放到1133车场

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经主平碉到地面。

11908运输巷一11908材料联巷一进风平胴水沟一地面

11908回风巷一11908风巷外段一1133车场一主平胴水沟一地面

第四节供电

一、综采工作面主要条件

矿井井下高压采用10KV供电,由中央变电所负责向该综采工作面供电。

变电所高压设备采用PJG49-630/10Y型高压隔爆开关,保护选用ZLZB-7B2T

系列微电脑智能高压综合保护器,采区变电所距综采工作面配电点450m。

设备选用

工作面设备

采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG200/491-WD

型采煤机,其额定功率491KW,其中两台截割主电动机功率为200KW,额定电

压为1140V;两台牵引电机功率为40KW,额定电压为380V;调高泵电机电压

1140V,功率11K功

工作面刮板输送机选用山东新煤机械装备有限公司的SGZ630/220型输

送机,2*110KW的电机,额定电压为1140V。

2、其它设备

1)皮带运输联巷带式输送机:采用55KW外置电滚筒800型带式输送机,

配电电压660Vo

2)顺槽一部带式输送机:采用DSJ80/2*30型输送机(1部),驱动电机

额定功率2X30KW,配电电压660Vo

3)顺槽二部带式输送机:采用DSJ80/2*55型输送机(1部),驱动电机

额定功率2X55KW,本次单机运转功率55KW,配电电压660V。

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4)乳化液泵站:两泵一箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/31.5

型液泵,其额定功率125KW,额定电压1140Vo

5)潜水泵:7.5KW矿用隔爆型潜水泵一台,其额定功率7.5KW,额定电

压660Vo

三、工作面移动变电站及配电点位置的确定

来自井下中央变电所工作面电源电压为10kV。根据用电设备的容量与布

置,采用1140V电压等级供电,照明及保护控制电压采用127V。在副平胴设

备设备列车为1140V配电点供采煤机、运输机、乳化泵用电。来自中央变电

所I回路11908机巷动力660V馈电为顺槽皮带机、刮板机、潜水泵供电;

在顺槽皮带巷一部皮带头设置配电点。

四、负荷统计及移动变电站选择

1、1#移动变电站的选取

1#移动变电站负荷统计(H40V):

额定功率额定电

供电设备用电设备

(kW)压(V)

米煤机2*200+2*1140

MG200/491-WD40+11380

运输机

2*1101140

KBSGZY-1SGZ630/220

000/10乳化泵

1251140

BRW200/31.5

照明综合装1140/12

4.0

置ZBZ-4.07

合计840

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计算电力负荷总视在功率

Kr

S=2PNCos。KVA

式中S一所计算的电力负荷总的视在功率,KVA;

2PN—参加计算的所有用电设备额定功率之和,KW;

Cos①一参加计算的电力负荷的平均功率因数;

Kr―需用系数。

Kr按下式进行选择

Ps

Kr=0.4+0.6出

式中PS—最大电机的功率数,KW;

2PN—其他参加计算的用电设备额定功率之和,KW;

491

则Kr=0.4+0.6X840=0.75

Cos中取0.7Kr取0.75

电力负荷总视在功率为

0.75

S=84OX-O7=9OOKVA

根据计算负荷,选用KBSGZY-1000/10矿用隔爆型移动变电站一台。

2、2#中央变电所干式变压器的选取(660V)

2#干式变压器负荷统计:

额定功率额定电

供电设备用电设备

(kW)压(V)

800电滚筒皮带

KBSG-50055660

输送机

/10

800顺槽一部皮2*30660

23

带输送机

800顺槽二部皮

55660

带输送机

潜水电泵7.5660

顺槽620刮板输

2*55660

送机

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