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文档简介
第一章概况
第一节编制依据
一、地测科提供的经过审批的《2332工作面地质说明书》;
二、通风科提供的经过审批的《2332工作面通风设计》、《2332工作面抽放设计》;
三、机电科提供的经过审核的《2332工作面供电设计》;
四、生产科提供的经过审核的《2332工作面开采设计》;
五、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》的相关要求;
六、山西煤炭工业局综合测试中心对XXX煤业有限公司2号、3号煤层进行
的瓦斯等级和煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性鉴定。
第二节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表表1-2~1
水平名称+800水平米区名称二采区
地面标iWi+1309.2-+1453.0井下标高+660〜+745
位于麻家山村东南部,地面标高+1309.2〜+1453.0m,主要为山地,没有
地面相对位置
农田与水体,地面没有建筑物
回采对地面设
地面无建筑物和其他设施,不会造成其他影响。
施的影响
井下位置与四井田中下部,轨道巷东侧。西临矿井皮带大巷保护煤柱。南邻2334未采工
邻关系作面,南、北均为实体原煤,工作面上部为2232工作面采空区。
走向长度(m)2064倾斜长度(m)206面积(1I?)425184
第三节工作面参数及煤层情况
本工作面属3号煤层,顺槽长2064米,埋藏深度+649.2〜+708m,为简单结
构煤层,一般含0〜1层夹肝,以砂岩和泥岩为主,煤(岩)类型为半亮型,煤
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层倾角3。-12。。煤质为中灰-低硫的中热值-高热值主焦煤。
煤层情况表表『3-1
结
含〜层夹肝,为简单结构
1.6-2.4构01
煤层厚度()容重(t/m3)1.35
m式
2.0煤层
煤层硬度3〜5煤种主焦煤倾角(°)6°稳定程度基本稳定
该工作面煤层赋存条件基本稳定,煤厚L6nT2.4m,黑色,片状,节理发育,
煤层情况描述煤层结构简单,煤岩类型为半亮型,煤层工业牌号为焦煤。
煤层特征情况表表1-3-2
项目单位指标备注
煤层厚度(最大~最小/平均)m2.4-1.6/2.0
煤层倾角(最大~最小/平均)度3-12/8
煤层硬度f3-5
煤层层理良
煤层节理一般
煤质情况表表1-3-2
灰分A挥发分V粘结指数G发热量町/kg含硫量
煤质情况
5.7219.828220.760.33
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第四节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表1-4-1
顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征
老顶泥质砂岩5.0组织致密,含炭纹、黄铁矿及方解石脉。
直接顶砂质泥岩0.4层理发育,灰白色。
直接底砂质泥岩2.0褐色水平层理薄层状结构
老底砂质泥岩5.0上部为砂质泥岩,向下渐变为砂页互层
碍性穿告相出
..../———
«»•----砂质泥岩
■.豆____
——
泥岩
械号
•••*♦・・♦♦•••
M10-49MG9O-L3砂质疆
山46.a)2\/•…/1.10
2#媒
西■■■/
•••—砂嬲岩
・•/——
组/L6-2.4
32.03#喋
——颗粉娉
・・•”•
•••■”
C.90-IM00泡砂岩
■■■1L00
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第五节地质构造
一、煤(岩)层产状要素(走向、倾向、倾角)
本井田范围总体构造表现为一倾向南东的单斜构造。据钻孔资料、巷道揭露
资料及地表岩层产状,井下煤层倾角为3。—12。,为近水平煤层。
二、断层、褶曲、裂隙、火成岩侵入的岩墙、岩床、陷落柱、导水性及其控
制程度等参数。
根据地质钻孔及采掘揭露资料,本工作面地质构造较简单,开采中发现多数
小断层、落差不大。小型陷落柱较多,构造应属简单类型。
第六节水文地质
一、巷道区域的主要水源,有影响的含水层厚、涌水形式、涌水量、补给关
系、影响程度等。
2、3号煤层的直接充水含水层为K8砂岩和3号煤层顶板砂岩,砂岩裂隙较
发育,但砂岩厚度较薄,地表径流条件好,接受补给条件有限,目前矿井正联合
开采2、3号煤层,矿井涌水来源主要为顶板淋水,井下正常涌水量为6m7h,尽
管开采2、3号煤层形成的导水裂隙带容易沟通浅层地下水,由于富水性弱,难
于形成水害威胁。
二、巷道区域相邻老巷、老空积水,钻孔终孔位置、封孔质量,构造导水等,
对施工安全的影响程度。
井田周围各煤矿均开采山西组2、3号煤层,但采空区积水均不多。在无越
界开采的情况下,现采空区积水不会对矿井安全生产造成威胁。
井田内构造主要为一单斜构造,含水层之水会顺岩层倾向向煤层下山运移,
现矿井转向煤层下山开采,构造水对井下开采有一定影响,开采掘进过程中要做
好防、排水准备工作,安设好排水和通讯设施,及时放干上部采空区积水。
三、第四纪砂砾层水、承压水等的水量、水压及其与工程的距离和关系,进
行隔水层安全厚度计算。
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据区域水文地质资料分析,奥陶灰岩岩溶水水位标高约为855〜861m左右,
本掘进区域3#煤层底板标高为660m—745m,属于带压开采区域,但本层位与奥
陶灰岩层的层间距为100米左右,并将本溪组岩层当作隔水层,经计算,奥陶灰
水对本煤层开采无影响。
第七节瓦斯情况
2012年3月,河南理工大学为我矿编制了《山西XXX煤业有限公司矿井瓦
斯涌出量预测(2号、3号煤层)》,该矿生产能力为90万吨/年时,矿井最大绝对
瓦斯涌出量为25.20~42.72m3/min。2012年8月,山西省煤炭工业厅综合测试中
心受XXX煤业委托编制了《山西XXX煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告(2
号、3号煤层)》,该矿生产能力达150万吨/年时,矿井最大绝对瓦斯涌出量为
39.53~49.92m3/min,属高瓦斯矿井。
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瓦斯等值线图
二、瓦斯含量
2332回采工作面于2013年4月26日开始预抽,2012年2月20日开始对本
煤层施工钻孔进行抽采。截止2013年9月31日已完成抽采时间239天,抽采瓦
斯量为214.41万n?。经2013年12月份对2332取样分析,目前2332工作面瓦
斯含量经测定最高值为4.96m3/t,瓦斯可解析量最大为2.36m3/t,残存量为2.6m
3/t,按照低于规定要求7.0m3/t,2332工作面已达到抽采预期效果。
三、瓦斯涌出量
2332回采工作面回采时最大绝对瓦斯涌出量为31.34m3/min。
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第八节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质因素情况表表「8-1
其它因素对回采工作面的影响
高瓦斯矿井,有爆炸危险。
CH4
无影响
co2
煤层爆炸指数根据本矿《煤矿储量(地质)报告》3#煤层定为有爆炸危险性煤,爆炸指
数为22%。
煤层自燃倾向性煤层自燃倾向性为III级。
地温危害无影响
冲击地压危害无影响
第九节储量及服务年限
、工作面储量:
工作面储量参数表表1-9-1
容重工业储量可采储量
走向长度m倾向长度m面积n?煤厚m回采率%
t/m3(t)(t)
20642064251842.01.351147997951090597
二、服务年限:
工作面长206m
循环产量:206X2X0.6X1.35X95%=317t
日产量:317X9X85%=2425t
月产量:2425X30=72750t
可采期:10905974-72750^15.0(月)
即2332综采工作面可采期为15个月
预计2332综采工作面在2013年H月25日开始试开采,至2015年2月25
日回采结束。
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第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、巷道布置
工作面沿煤层倾向布置,工作面所有顺槽沿煤层底板布置。
2332工作面巷道布置图
龌布置示意图
3号老道114
2号卷道飙u-----u
二、工作面运输巷:
巷道参数表表2-1-1
巷道名称断面形状支护形式断面尺寸(n?)长度(m)
进风顺槽矩形锚网索102064
回风顺槽矩形锚网索102064
切巷矩形锚网索13.44206
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2332进风顺槽断面图
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2332回风顺槽断面图
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第二节采煤方法及采煤工艺
一、采煤方法:
根据2332综采工作面开采设计,本工作面采用走向长壁综合机械化采煤法,
采空区处理采用全部垮落法管理顶板。
二、采高的确定:
根据煤层厚度、采煤机、支架的参数,煤层强度较低,采煤机截深确定为
600mm,工作面一次采全高,采高2m,循环进度0.6m。
三、采煤工艺流程:
(1)煤机进刀方式:煤机在上下端头部斜切进刀,进刀距离定为30m。
(2)回采工序:收护帮板一煤机割煤一伸出前探梁一降架一缩回前探梁一
移架一升架一伸护帮板一推溜一清理。
现以煤机从机头进刀开始运行为例说明综采割煤工艺流程:
①煤机割通机头返刀向机尾割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒扫底煤,并滞后煤
机前滚筒4〜6架开始移架,滞后煤机后滚筒10〜15m依次向机尾方向推溜;煤
机割过后要及时伸出支架前探梁。
②煤机割通机尾后,推溜至后滚筒处,煤机前滚筒降下扫底煤,后滚筒升起
割顶煤,向下返刀割煤、斜切进刀,进刀后停下,再依次向机尾方向推溜至机尾。
③煤机前滚筒升起割顶煤,后滚筒降下割底煤,向机尾方向割煤;割通机尾
后返刀,调整前后滚筒位置,向机头方向割煤,同时滞后煤机前滚筒4〜6架移
架;拉运输机机尾。重复机头向机尾工艺过程。
(3)工艺要求
①割煤割煤采用MG170-410-WD型交流电牵引采煤机,采用端部斜切进刀
方式,双向割煤,往返一次割两刀,自行装煤。煤机在工作面端头斜切进刀,回
采时沿3#煤顶板回采,顶底板要割平,不得出现台阶,煤壁要割齐直,不得出
现留伞檐现象,要根据现场实际煤厚,使破顶、底板现象控制在最小范围内。
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采煤机进刀示意图
15m15m
b:斜切进刀
c:推移刮板输送机
a:割三角煤
IIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIIII
e:正常割煤
②移架工作面移架必须配备专职人员,由技术熟练的工人操作,在割煤时
采取追机移架进行及时支护顶板。当顶板破碎或片帮时,能移超前架,提前移超
前架,不能移超前架的必须及时打出支架护帮扳,并在煤机后滚筒割煤后,追机带
压擦顶移架,必要时停机移架。支架要移成直线,移架步距为0.6m。支架要移
到位,接顶要达到支架初撑力225MPa。
移完支架后,操作手把打回零位。移架距采煤机后滚筒大于10m时,必须停
机移架,决不允许空顶作业。
移架后,支架支护必须符合下列要求:
1)ZY3200/12/28型支撑掩护式液压支架初撑力前立柱不低于25MPa。
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2)移过的支架成直线,其偏差不超土50mm,中心距L5m,其偏差不超土
lOOmmo
3)支架顶梁于顶板接实,其最大仰、俯角小于7。。
4)相邻支架不挤不咬,架间间隙小于200nlm。
5)支架端面距不大于300mmo
6)支架顶梁错差高度不大于支架侧护板的2/3。
7)支架活柱伸缩量控制在400-800mm之间。
③推溜在煤机割煤后,滞后煤机15m开始推溜,并依次顺序推溜,严禁由
两头向中部或由中部向两头推溜,一律在刮板运输机运行中推溜。两端头斜切进
刀段,可停煤机进行推溜。运输机只有在斜切进刀段出现缓弯曲,其它地点运输
机不得有弯曲现象,必须保持平直。
④清理工作面刮板运输机推过之后,要将支架底座前方、架间、架内、电
缆槽的浮煤清理干净。
⑤应严格控制割煤的速度,确保运输煤量均衡,设备运转正常。
四、设备列车的移设
1、移设备列车前,必须由跟班副队长统一指挥,班长给每个职工分工明确,
责任到人。
2、移设设备列车前,所有电气设备必须停止供电,并安排专人检查列车前
方及两侧情况,清除影响拉移设备车时运行范围内的各种障碍,处理各种隐患,
理顺电缆、高压管路、卸掉卡轨器、挖出接地接等。
3、绞车拉移时,必须慢慢拉移,要先检查好绞车的稳固情况以及绳、绳卡、
车与车之间的连接情况,确保无隐患时方可拉移。
4、移设列车人员站在行人过道内,严禁人员站在连接板上或列车上,以防
意外事故。
5、设备列车移设尽可能以每次二次缆线长余60m为宜。尽可能停靠在无淋
水、无片帮顶板支护完好的地段。
6、设备列车移好后,要在设备列车前后端的车轮前后采用卡轨器卡住道轨
或采用以6大链将每节列车锁好在道轨上,以防列车活动。
五、转载机移设
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1、转载机的移设在后部输送机前移后,由转载机自移装置前移。
2、操作方法:机身两侧安装有十个支撑千斤顶(千斤顶下安有滑轮装置),
在转载机过渡段凹槽处安设有两个伸缩千斤顶,在转载机机身两侧,安装有跑道
装置。当推转载机时,端头工操纵手把将支撑千斤顶全部伸出,保证转载机机尾
段架空,然后利用伸缩千斤顶缓慢打出,从而带动转载机前进。转载机推到位后,
缓慢收回支撑千斤顶,使转载机落在底板上,跑道离开底板,将伸缩千斤顶收回,
将跑道前移。待跑道移出后,将支撑千斤顶打出,将跑道落地,从而完成推移转
载机的全部过程。推移转载机时,必须专人操作转载机液压系统,专人监护。在
推移转载机过程中,转载机司机必须看护好小跑车运行状态,一旦发现问题,停
止推移转载机,待处理好后再继续作业。
3、转载机前移后,进行移设端头支架。
六、各工序安全注意事项
1、采煤机司机、支架工、各岗位司机严格执行《煤矿工人技术操作规程》
的有关规定。
2、采煤机割煤时,提前采煤机前滚筒3架收回支架护帮板。支架顶梁上有
浮肝时必须及时将浮肝清理干净。
3、当开动的采煤机距机头(机尾)小于20m时,严禁人员在机头(机尾)作业。
第三节设备配置
表:2-3-2工作面设备配置
序号设备名称设备型号数量设备功率备注
1采煤机组MG170/410-WD1410KW
2工作溜子SZG-630/400型12X200KW
3刮板转载机SZB-730/75175KW
6工作支架ZY3200/12/28138参数见后
8皮带输送机DSJ100/62/2X753150KW
9乳化液泵站BRW200/31.52125KW
10调度绞车JD-1.6125KW
11无极绳绞车JWB-55B155KW
12信号照明综保ZBZ-4.0M24KW
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主要设备技术参数
1、采煤机
采煤机选用鸡西煤矿机械厂生产的MG170/410型交流电牵引采煤机,该煤机
总体结构为多电机横向布置,牵引方式为机载式交流变频无极调速的强力销轨式
无链牵引,电源电压为H40V,以PLC控制,并能中文显示运行状态、故障检测。
采煤机技术特征表
MG170/410-WD型交流电牵引采煤机
米高范围1300-2920(综采1500-2920)适应倾角35°
煤质硬度f<4总装机功率410KW
机面高度mm1100机身宽度mm984.5
摇臂回转中心距mm5813滚筒水平中心距mm9213
过煤高度mm410(380)最小卧底量mm167
整机重量T25外形尺寸mm6053*984.5*700
牵引速度m/min0-7牵引力Kn408
摇臂摆角+42-19.7截深mm600
滚筒直径mm012500140001600滚筒转速r/min46/52
截割电机(2台)YBC-170功率KW170
额定转速r/min1470电压V1140
额定频率HZ50牵引电动机(2台)YBQYS-30(B)
功率KW30额定转速r/min1472
电压V1140额定频率HZ50
泵站电机(1台)YBRB-11功率KW11
额定转速r/min1440电压V1140
额定频率HZ50配套输送机SGZ630/220
2、液压支架
液压支架选用山东矿机制造有限公司生产的ZY3200/12/28型支撑掩护式液
压支架,技术特征表如下:
基本架技术特征表
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序号技术指标技术参数
1支架型号ZY3200/12/28
2支护高度1200—2800
3支架中心距1500mm
4初撑力2616KN
5工作阻力3200KN
6支护强度0.51—0.58MPa
7对底板的平均比压1.86MPa
8适应煤层倾角<20°
9操作方式本架手动
10重量10.76t
3、工作面运输机
选用山西煤机厂生产的SZG-630/400型刮板输送机,采用双中链布置,技术
特征表如下:
刮板输送机技术特征表
序号技术特征技术参数
1刮板机功率机头200KW机尾200KW
2链条双中链
3链速1.0m/s
4运输能力400t/h
4、转载机
转载机选用山西煤机厂生产的SZB-730/75型桥式转载机,该机采用拖移系
统,其技术特征表如下:
转载机技术特征表
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序号技术指标技术参数
1功率75KW
2运输能力630t/h
4链速1.33m/s
5链类型边双链
6冷却方式风冷
7电压U40/660V
8长度25m
9转载机前移方式拖移
5、乳化液泵站
乳化液泵选用无锡煤矿机械厂生产的BRW200/31.5型乳化液泵站。技术特征
表如下:
乳化液泵站技术特征表
序号技术指标技术参数
1额定流量200L/min
2额定压力31.5Mpa
3工作容量1000L
4电机功率125KW
5电机电压660/1140v
6、开关
开关选用长治防爆电器厂生产四组合开关QBZ-1260,其技术特征表如下:
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设备名称矿用隔爆型智能真空电磁起动器(组合开关)
型号QBZ-1260/1140(660)-4防爆标志Exdi
额定电压1140V重量150Kg
额定电流1260A出厂编号051151
山西长治市防爆电器有限公司
9、移动变压器
工作面选用盐城威达变压器制造有限公司生产的干式防爆变压器
KBSGZY-800/10/1.2型3台,供给采煤机、工作面运输机、转载机、乳化液泵站
胶带运输机、照明综保、25KW绞车、14H回柱绞车、排水泵全部负荷等。变压器
两侧配备济源市电器设备制造有限公司生产的高、低压开关。
型号KBSGZY-800/10/1.2防爆标志Exdi
额定容量800KVA标准代号GB8286
防爆合格证号11211419冷却方式ANAN
相数3频率50HZ
绝缘等级H
绝缘水平L160AC28/AC4.2
短路阻抗3.65%
盐城威达变压器制造有限公司
10、顺槽胶带运输机
输送带型号为DSJ100/63/2X75,采用拖移机尾系统,其技术特征表如下:
胶带运输机技术特征表
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序号技术指标技术参数
1总功率2X75KW
2运输能力400t/h
3运输长度750m
4带速1.46m/s
5带宽1.0m
6电机型号DSB75-4
7电压1140V
8转速1480转/分
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工作面设备布置图
,]广三
1.面漕
2.吴煤机MG170/410-WD
3.i5=ES^ZY3200/12/26
4.灌子加式5.H作面刮板也条
6夹板工制板8.1登槽
9.塞诠销
10.机头、机.尾、过渡棺
11.刮板转敬机5迎-730"5
12.转载IT刮板13.拶鼓机挡煤收
14•机髭揩堞板
15.装戢机O间棺
16.步电KBZ-400组合开关QBZ-1260
QBZ-200QBZ-80N憎号锚保ZBZY0
回柱纹主JH-8
无权绳纹三YED-5M
N生蕾D5J100/53/2x75
液压灵笠横皆,登第
生等DSJ100/G3/2175
生等D5J100/63/2x75
三二F水泵BQS2O-3OO-45
第三章顶板管理
第一节顶板支护设计
一、顶板管理的方法
工作面采空区用全部垮落法管理顶板,顶板控顶采用液压支架支护顶板,两
巷超前采用单体液压支柱配合较接梁加强支护。
二、支架选型
2332综采工作面安装ZY3200/12/28型液压支架138架,选用ZY3200/12/28
第20页共69页
型液压支架的初撑力为2616KN,工作阻力为3200KN,支架设计支护强度G=0.51
—0.58MPa.
支架支护强度验算
P------支护强度KN/m2
M-------采高2m
r-------围岩容重2.7t/m3
a--------煤层倾角5°
K_木字直问;系玄缎粉8
g重力加速度9.8m/s
a一支架宽度1.5m
L——-最大空顶距5.454m
F=——每架支架所需支撑上覆岩层压力
p=kXgXrXMXcosa=8X9,8X2,7X2Xcos5°心421.75(KN/m2)
F=pXaXL=421.75X1.5X5.454=3450KN
故支架支护强度满足要求
2、支架支护顶板的基本要求
割煤后,及时移架,支护新暴露的顶板,减少顶板暴露面积,以防造成片帮、
漏顶、冒顶事故。支架的初撑力二25MPa,支架顶梁要与顶板呈面接触。
所用支架为本架操作,在移架时两相邻支架首先推上劲,再移本架。支架端
面距大于300mm要及时移超前架或打出伸缩梁,确保支护质量和控顶效果。降架
时,掌握好降架高度(降架WIOOmm),做到少降快移,严禁多降慢移。顶板破碎、
端面距大于1000mm时,用半圆木或11#工字钢架设在支架前梁上进行超前过棚
(每架2根)护顶。
第二节工作面顶板控制
1、端头和出口支护
工作面上下出口必须安全畅通,高度不低于1.8m,行人宽度不小于0.8m。
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工作面上下端头各采用2架特制端头液压支架支护顶板。
工作面下端头在1#架下侧支设跨工作面运输机机头的钱接梁走向棚,一梁
一柱,梁要相互钱接,走向棚与支架、转载机间距不大于0.2m,较接梁头尾并
列扶设,向老塘侧扶至切顶线,向煤壁扶棚超前2架。工作面上端头在130#架
上侧支设跨工作面运输机机尾的钱接梁走向棚,一梁一柱,走向棚与支架间距部
不大于0.2m,较接梁头尾并列扶设,向老塘侧扶至切顶线,向煤壁扶棚超前2
架。进风顺槽下帮的超前、回风顺槽的超前,要一直延续到放顶线处作为端头支
护。在煤机割到端头前及时将钱接顶梁接到超前2.4米的位置,不得提前拆除超
前支护,确保较接梁的尾端与上、下端头支架后尾梁孔成直线。上下端头巷尾老
塘侧切顶线处扶双排切顶丛柱,支柱间距不大于0.5m,并在靠近切顶线的支柱
旁支设俄柱或扶能棚。单体采用DZ-25/100型,支柱初撑力不低于100KN,当
单体钻底量大于100mm时,单体要垫木鞋或改穿铁鞋。仓戈柱或俵棚支柱的扎角为
30〜50度。
2、上下顺槽超前支护
上顺槽、下顺槽支设双排超前支护,自煤壁向外不小于20m距离,人行道高
度不低于1.8m,行人宽度不小于0.8m;超前支护采用单体液压支柱配合较接梁
齐梁式支设,一梁一柱。进风顺槽上帮的超前支护与转载机外帮相距不小于
0.2m,进风顺槽下帮的超前支护,距离下帮0.6m;转载机里帮沿工作面煤壁向
外扶2架走向加固棚。回风顺槽上帮一排超前距帮0.8m,下帮支护距帮不小于
1.0m;上端头在两排超前架棚之间从煤壁向外增扶20米超前做加固棚。如上下
顺槽矿压显现增大,要在切顶线位置增设特殊支护,并在巷道受压较大处加强支
护,并另行补充专项安全技术措施。巷道超高地段要用半圆木、道木接实顶板,
打密集支柱,保证支柱支护高度不超过单体活柱行程。单体采用DZ—25/100型,
初撑力不低于50KN,当单体钻底量大于100mm时,单体支柱要垫木鞋或改穿铁
鞋。所有单体支柱三用阀卸液口朝向采空区。单体要拴防倒绳,使用2'的钢丝
绳,拴在单体三用阀上部。两道超前20m范围内不得存放备用材料、配件或设备。
第22页共69页
2332工作面超前支护示意图
3、上下顺槽隅角放顶管理
工作面上、下隅角放顶采用人工回料,必要时配合机械回料。每天三班安排
专人对上下端头的顶、帮退锚,严禁不退锚。上下顺槽采空区顶板冒落不充分时,
要沿放顶线内侧打双排切顶柱和俄柱,支柱迎山有力。上、下隅角悬顶面积超过
2X5特殊情况不能强制放顶时,要在上下隅角放顶线处打木垛或密集丛柱,
木垛用料:1.5X0.2X0.211?。木垛要垂直于顶底板支设,四角成线,与顶底板
接实,木垛不得打在浮煤或浮肝上,并且用木楔刹紧。密集丛柱八根一组,均匀
沿切顶线支设。
4、备用支护材料及存放:
为维持正常生产,回风顺槽必须备有一定数量的常用支护材料:
名称规格mm数量名称规格mm数量
半圆木0200X200050(根)钱接梁120030(根)
200X200X
方木50(块)单体DZ-2560(根)
1500
材料存放在超前向外30m外的安全地带,靠一帮码放整齐且不超过巷道宽
度的三分之一,不得影响通风、行人和运输。备用材料的数量在特殊需要时可适
当增加。
5、工作面最大最小控顶距的确定
工作面最大控顶距为5454mm,最小控顶距为4854mm;放顶步距600mm。
第23页共69页
工作面空顶示意图
第三节矿压观测
1、观测内容
a工作面矿山压力显现的现场观测。
b工作面支架阻力观测。
c工作面超前支承压力观测。
d工作面煤壁片帮观测。
e顶煤和顶板运移规律观测。
f巷道变形观测。
2、矿压观测方法
(1)工作面支架阻力观测
工作面支架液压载荷工作阻力测定,在工作面支架内每隔10架安装压力表。
(2)巷道下沉量观测
在运输、回风顺槽内对原掘进时的顶板离层仪进行观测,每周观测一次并记
录。顶板离层仪每50米一组。
3、工作面支护质量监测
⑴监测内容:工作面支架初撑力、煤壁片帮值、采高、端面距等,顺槽单体
支柱初撑力、超前支护质量等。
⑵由技术科不定期对工作面和顺槽支护质量进行动态检查,对存在的问题由
单位限期整改。
第24页共69页
第四章生产系统
第一节运输
1、运煤系统:
工作面煤炭由工作面刮板运输机、顺槽转载机、顺槽胶带输送机、皮带巷大
皮带、主煤仓经主井提升机运到地面煤仓,线路如下:
2332工作面一2332进风顺槽一集中皮带下山一主煤仓一主井箕斗一地面。
2、材料运输系统
采用矿车运输材料及设备。
运输线路如下:
(1)地面一副立井f副井底车场一轨道大巷一六横贯一2332回风顺槽)一
2332工作面。
2332工作面运输路线示意
M:运输珞航蠲
煤运输线路—》
物料运输线路0
第二节“一通三防”与安全监控
2332综采工作面选用“U”型通风系统。瓦斯治理主要采用地面永久瓦斯
抽放泵通过铺设在高位抽放巷的抽放管路及本煤层预抽进行抽排。管路采用螺旋
钢管,管径分别为529mm和219mm的管路进行抽放。
(一)、通风系统
第25页共69页
1、正常生产工作面的通风系统:
新鲜风一主、副立井一井底车场一轨道下山一2332运输顺槽一2332工作面
一2332回风顺槽一2#回风大巷一回风立井一地面。
2332工作面通风系统图
腿飘獭福国
进风线路m风门口J
回风线路—调节风窗0
(二)、工作面风量配备:
A、2332工作面瓦斯涌出量预测
2332综采工作面一次采全高,平均采高2mo
根据2332掘进期间及2332工作面的瓦斯涌出情况预计,2332工作面瓦斯
绝对涌出量为24m'/min,但考虑到2332工作面铺设瓦斯管路进行抽放,按最低
抽采率50%计算,工作面瓦斯为12m7min.
B、工作面风量计算:
1、采煤工作面按气象条件确定需要风量,其计算公式为:
Q基本XK采高XK采面长XK温(nfVmin)
式中:Q采---采煤工作面需要风量,mVmin;
Q基木---不同采煤方式工作面所需的基本风量,mVmino
K采高一一采煤工作面采高调整系数
第26页共69页
K采面长一一采煤工作面倾斜长度调整系数
K温一一采煤工作面温度调整系数
3
Q基本=60XV采XS采maxX70%(m/min)
式中:V采——采煤工作面适宜风速,取V果>lm/s;
2
S采max-----采煤工作面最大控顶时净断面积,mo
S采1^*=采煤工作面最大控顶距X工作面实际采高一输送机、支架(支柱)、
梁子等所占的面积(m2)
Q基本=60XV采iXS采maxX70%
=60X1X22X70%
=924m3/min
Q采=Q基本XK采高XK采面长XK温
=924X1.5X1X1
=1386m3/min
2、按工作面瓦斯涌出量计算:
根据《煤矿安全规程》规定,按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%
的要求计算:
3
Q采=100Xq采QMXK采aw(m/min)
式中:Q采——采煤工作面实际需要风量,mVmin;
q采0M——采煤工作面回风巷风流中日平均瓦斯绝对涌出量mVmin;根据
2采面回采期间的瓦斯涌出情况,预计2332回采期工作面回风巷风流中日平均
3
瓦斯绝对涌出量12m/mino
K采CH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数。
100——采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%所换算的常数。
Q米=100Xq采CH4XK采CH4
=100X12X1.2
=1440m3/min
3、按工作面温度计算:
Q采=60XV^XS«=60X1X10.9=654m7min
式中:Q采-------工作面配风量,
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