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文檔簡介
編號:HC/QCJS-01新汶礦業(yè)集團孫村煤礦采煤工作面作業(yè)規(guī)程采煤工作面名稱:3422工作面編 制 人:亓東波、王漢忠區(qū) 隊 長:王傳華 施 工 單 位:綜采三區(qū)批 準 人:張殿鎮(zhèn) 編 制 日 期: 2004年12月25日執(zhí) 行 日 期: 2005年02月10日目 錄礦審批意見2作業(yè)規(guī)程學習和考試記錄4作業(yè)規(guī)程復(fù)查記錄 5第一章 概況第一節(jié) 工作面位置及井上下關(guān)系 6第二節(jié) 煤層 6第三節(jié) 煤層頂?shù)装?6第四節(jié) 地質(zhì)構(gòu)造 7第五節(jié) 水文地質(zhì) 7第六節(jié) 影響回采的其它因素 7第七節(jié) 儲量及服務(wù)年限 7第二章 采煤方法第一節(jié) 巷道布置 8第二節(jié) 采煤工藝 8第三節(jié) 設(shè)備配置 10第三章 頂板管理 第一節(jié) 支護設(shè)計 12第二節(jié) 工作面頂板管理 16第三節(jié) 順槽及端頭頂板管理 16第四節(jié) 礦壓觀測 17第四章 生產(chǎn)系統(tǒng) 第一節(jié) 運輸系統(tǒng) 19第二節(jié) 通防與監(jiān)控系統(tǒng) 19第三節(jié) 排水系統(tǒng) 23第四節(jié) 供電系統(tǒng) 24第五節(jié) 通訊照明系統(tǒng) 25第五章 勞動組織和主要經(jīng)濟技術(shù)指標 第一節(jié) 勞動組織 26第二節(jié) 主要經(jīng)濟技術(shù)指標 27第六章 災(zāi)害預(yù)防及避災(zāi)路線 28第七章 安全技術(shù)措施 第一節(jié) 一般規(guī)定 29第二節(jié) 頂板管理 32第三節(jié) 防治水 35第四節(jié) 爆破管理 35第五節(jié) 通防及安全監(jiān)測 38第六節(jié) 運輸管理 40第七節(jié) 機電管理 43第八節(jié) 其它 47礦 審 批 意 見會審單位及人員簽字: 編制人: 年 月 日 區(qū) 長: 年 月 日審查人: 年 月 日 技術(shù)部: 年 月 日通防部: 年 月 日 地測部: 年 月 日機電部: 年 月 日 運輸科: 年 月 日調(diào)度室: 年 月 日 安監(jiān)處: 年 月 日回采副礦長 年 月 日生 產(chǎn) 礦 長: 年 月 日回采副總工程師: 年 月 日總 工 程 師: 年 月 日作業(yè)規(guī)程學習和考試記錄負責人: 傳達人: 班次:貫徹時間聽傳達人貫徹時間聽傳達人年月日姓名成績簽字年月日姓名成績簽字作業(yè)規(guī)程復(fù)查記錄作業(yè)規(guī)程名稱新汶礦業(yè)集團孫村煤礦3422綜采工作面施工單位綜采三區(qū)復(fù)查時間參加復(fù)查人員簽字施工單位: 年 月 日技術(shù)部: 年 月 日通防部: 年 月 日地測部: 年 月 日機電部: 年 月 日安監(jiān)處: 年 月 日總工程師: 年 月 日存在主要問題處理意見第一章 概況第一節(jié) 工作面位置及井上下關(guān)系工作面位置及井上下關(guān)系表 (表1-1) 水平名稱-800水平采區(qū)名稱前三采區(qū)地面標高(m)+183.84井下標高(m)-855.09- -937.47地面的相對位置3422工作面對應(yīng)的地面位置為南公莊及以東的一片農(nóng)田?;夭蓪Φ孛嬖O(shè)施的影響工作面回采后地表將輕微沉降,最大可達0.18m,但對民房不會造成斑裂,可正常開采。井下位置及相鄰關(guān)系3422工作面位于-800水平前三采區(qū),東至千米 立井煤柱線,以南3420-21工作面已開采結(jié)束,以西距4421工作面(已開采結(jié)束)140m,北部各層煤均未開采,上覆二層煤未開采。走向長度(m)433-465傾斜長度(m)145面積(m2)67097.8第二節(jié) 煤 層煤層情況表 (表1-2) 煤層厚度(m)1.28-2.191.82煤層結(jié)構(gòu)簡單煤層傾角()26.1-26.8開采煤層4煤 種氣煤穩(wěn)定程度穩(wěn)定 煤層情況描述3422工作面煤層穩(wěn)定,結(jié)構(gòu)簡單,傾向為43-76,傾角26.1-26.8,平均傾角為26.4,煤層厚度1.282.19m,平均厚度1.82m,煤層變異系數(shù)為13.6%,可采指數(shù)為1。附圖一:3422工作面地層綜合柱狀圖第三節(jié) 煤層頂?shù)装?煤層頂?shù)装迩闆r表 (表1-3)頂、底板名稱巖石名稱厚度(m)特 征頂板中粒砂巖14.0-18.0煤層頂板為灰白色中粒砂巖,厚度14.018.0m,中厚層理、堅硬,抗壓強度75.2MPa,局部地段有約0.60.8m的灰色粉砂巖。煤4煤1.28-2.191.82煤層穩(wěn)定,結(jié)構(gòu)簡單底板粉砂巖1.7-2.0底板為灰色粉砂巖,厚度1.7-2.0m,層理發(fā)育、含植物碎屑化石,抗壓強度14.1 MPa。 第四節(jié) 地質(zhì)構(gòu)造一、斷層情況以及對回采的影響工作面地質(zhì)構(gòu)造簡單,本工作面內(nèi)沒有斷層構(gòu)造。二、褶曲情況以及對回采的影響:本面走向313向西逐漸變?yōu)?46,形成輕緩的向斜構(gòu)造。三、沖擊地壓:本工作面經(jīng)煤科總院北京開采所對四層煤及頂板所作的沖擊傾向性鑒定結(jié)論,四層煤屬中等沖擊傾向煤層,頂板無沖擊傾向,該工作面為沖擊地壓煤層工作面,嚴格按沖擊地壓工作面管理。附圖二: 3422工作面運輸順槽、軌道順槽、采面切眼素描圖。第五節(jié) 水文地質(zhì)水文地質(zhì)情況一、涌水量工作面正常涌水量為0.041m3/min,最大涌水量為0.082m3/min。二、含水層(頂部和底部)分析本工作面水文地質(zhì)條件簡單,主要是頂板砂巖裂隙水,在頂板裂隙較發(fā)育地段,以滴、淋水形式出現(xiàn)。工作面掘進回風巷時,已將3420-21工作面老空水放凈,預(yù)計回采時局部低洼處可能還有少量的積水。三、其它水源的分析:工作面防塵水等。第六節(jié) 影響回采的其它因素 影響回采的其它地質(zhì)情況表 (表1-5)瓦斯礦井為低瓦斯礦井,瓦斯相對涌出量1.643 m3/t,瓦斯絕對涌出量1.01m3/min,本面參考值為0.6 m3/min。二氧化碳礦井為低二氧化碳礦井,二氧化碳相對涌出量2.08 m3/t,二氧化碳絕對涌出量1.27 m3/min,本面參考值為0.8 m3/min。煤的自燃傾向性有自燃傾向,發(fā)火期6-12個月地溫危害地溫較高,應(yīng)采取降溫措施。沖擊地壓危害沖擊地壓危險第七節(jié) 儲量及服務(wù)年限一、儲量工業(yè)儲量:16.6萬t,可采儲量:15.8萬t。二、工作面服務(wù)年限工作面的服務(wù)年限=可采儲量/設(shè)計月產(chǎn)量=158000/57288=2.8個月第二章 采煤方法第一節(jié) 巷道布置一、 采區(qū)設(shè)計、采區(qū)巷道布置概況-800前三采區(qū)是根據(jù)孫村煤礦2003年9月優(yōu)化設(shè)計投入生產(chǎn)的。工作面采用走向長壁后退式布置。采區(qū)南側(cè)軌道順槽通過區(qū)段軌道巷與-1050管子井連接;北側(cè)下巷運輸順槽直接與運煤上山、前三煤倉連接,通過區(qū)段軌道巷與-1050進風上山連接。3422工作面位于-800水平前三采區(qū),東至千米立井煤柱線,以南3420-21工作面已開采結(jié)束,以西距4421工作面(已開采結(jié)束)140m,北部各層煤均未開采,上覆二層煤未開采。采區(qū)煤倉容量200t。二、工作面軌道順槽3422工作面上平巷為軌道順槽,沿煤層布置,靠巷道中間敷設(shè)軌道。軌道順槽采用錨網(wǎng)帶支護,錨桿為201800mm(202000mm)金屬全螺紋等強錨桿,排距間距=80080Omm。巷道采用梯形斷面,凈寬2.m,凈高2.m,斷面積7.2m2。主要用于該工作面的進風和運料。軌道順槽內(nèi)布置有108mm防塵管路一趟,50mm排水管路一趟,50mm高壓風管路一趟,25mm高壓供液管路一趟,并在靠近工作面處安設(shè)移動電站、泵站各一處。三、工作面運輸順槽3422工作面下平巷為運輸順槽,沿煤層布置,靠巷道上幫敷設(shè)皮帶。運輸順槽采用錨帶網(wǎng)支護,錨桿為201800mm(202000mm)金屬全螺紋等強錨桿,排距間距=80080Omm。巷道采用梯形斷面,凈寬2.8m,凈高2.4m,斷面積7.2m2。主要用于該工作面的回風和運煤。運輸順槽內(nèi)布置有108mm防塵管路一趟,50mm排水管路一趟,50mm高壓風管路一趟。四、工作面切眼切眼沿煤層布置,采用錨網(wǎng)帶加錨索支護,錨桿為18200Omm金屬全螺紋等強錨桿,排距間距=80080Omm;錨索沿傾向在切眼中間布置兩排,間距3.2 m,排距2.4m。巷道采用矩形斷面,凈寬5.0m,凈高2.2m,斷面積11.0m2。主要用于該工作面的進風、行人和運料、安裝。附圖三:3422工作面位置及巷道布置圖(1:1000)第二節(jié) 采煤工藝一、落煤方法工作面采用綜合機械化采煤方式。二、進刀方式和割煤方式1、割煤方式:本面采用雙滾筒采煤機雙向割煤,往返一次進兩刀。2、進刀方式:雙滾筒采煤機自開缺口,采煤機采用端頭斜切進刀方式。吃刀距離不小于20m,采煤機上(下)行割煤,往返一次進兩刀,雙向割煤。采煤機割煤、刮板輸送機和螺旋滾筒裝煤、刮板運輸機運煤、液壓支架支護頂板。(1)溜頭進刀及割煤:采煤機下行割煤至溜頭時,推移采煤機以上溜子。下滾筒下降沿底,上滾筒上升沿頂,反向斜切兩個機身長的距離,當斜切至足夠截深時,停止割煤。將采煤機至溜頭的溜子推靠至煤壁。采煤機下滾筒上升沿頂,上滾筒下降沿底下行切割。采煤機切割至溜頭,下滾筒下降沿底,上滾筒上升沿頂,再次上行。采煤機上行至吃刀茬處,推移采煤機以下溜子及溜頭至煤壁,完成進刀。然后下滾筒下降沿底,上滾筒上升沿頂,上行割煤移溜。(2)溜尾進刀及割煤:采煤機上行割煤至溜尾時,推移采煤機以下溜子。下滾筒上升沿頂,上滾筒下降沿底,反向斜切兩個機身長的距離,當斜切至足夠截深時,停止割煤。將采煤機至溜尾的溜子推靠至煤壁。采煤機上滾筒上升沿頂,下滾筒下降沿底上行切割。采煤機切割至溜尾,上滾筒下降沿底,下滾筒上升沿頂,再次下行。采煤機下行至吃刀茬處,推移采煤機以上溜子及溜尾至煤壁,完成進刀。然后下滾筒上升沿頂,上滾筒下降沿底,下行割煤移溜。附圖四:3422工作面采煤機進刀方式示意圖3、工藝過程綜采段:割煤移架推溜 4、工藝要求(1)割煤:沿頂?shù)装咫p向割煤,往返一次進兩刀,采煤機進刀深度為0.6m,采煤機牽引速度為0-6m/min,在割煤過程中,采煤機速度要適宜,且保證頂?shù)装迤秸?,煤壁齊直,不得隨意割底或留傘檐,見頂見底,一次采全高。(2)移架:采用及時移架支護方式,移架滯后采煤機后滾筒35架,追機作業(yè),移架步距0.6m。若頂板破碎,端面距過大應(yīng)拉移超前架及時支護頂板。正常移架操作順序為:1、收回護幫板、側(cè)護板;2、降柱使頂梁略離頂板;3、當支架可移動時,立即停止降柱,使支架移至規(guī)定步距(0.6m);4、調(diào)架使推移千斤頂與刮板輸送機保持垂直,支架不歪斜,中心線符合規(guī)定,全工作面支架排成直線;5、升柱同時調(diào)整平衡千斤頂,使頂梁與頂板嚴密接觸約3-5s,以保證達到要求初撐力(24MPa);6、伸出護幫板頂住煤壁,伸出側(cè)護板使其緊靠下方支架;7、將各操作手把扳到“零”位。(3)推溜:推溜子時嚴禁相向操作,滯后移架510m,推移步距0.6m,運輸機保持平、直、穩(wěn)。三、采煤方法采用走向長壁后退式采煤法,全部垮落法管理頂板。本面切眼長為133m,因工作面切眼以上布置有30m的斜盤,工作面上頭逐漸延長運輸機,增加液壓支架。四、工作面正規(guī)循環(huán)生產(chǎn)能力工作面每天10個循環(huán),每循環(huán)進尺0.6m,割煤高度1.82m,割煤時回收率0.95,則日產(chǎn)量1451.820.61.36100.952046t月產(chǎn)量20462857288t第三節(jié) 設(shè)備配置一、支架:工作面安裝支架97架,支架主要技術(shù)參數(shù):型 號:ZY24001226 工作阻力:2400kN初 撐 力:1950-2026 kN 支架高度:1200-2600mm支架寬度:1410-1580mm 支護強度:0.50-0.53MPa 底板比壓(前端):平均1.18MPa 立柱行程二、采煤機:采煤機型號:MG160/375-BW 采高:1.43.2m截深:630 mm 適用傾角:350滾筒直徑:1400 滾筒轉(zhuǎn)速: 46.5r/min搖臂長度:1800mm 搖臂中心距:5850mm牽引力:350kN牽引速度:6.0m/min牽引型式:齒輪銷軌 機面高度:1200mm最小臥底量:235mm滅塵方式:內(nèi)外噴霧裝機功率:1602+55kW 電壓:1140V機重:27t三、運輸設(shè)備1、刮板輸送機(一部):型號:SGD-630264W(1)主機設(shè)計長度:210m 出廠長度:200m輸送量:400t/h 垂直方向彎曲:30水平方向彎曲:10 中部槽規(guī)格:1500630248mm啞鈴銷連接強度:1500KN(2)刮板鏈型式:中單鏈 規(guī)格:30108mm刮板鏈速0.93m/s 刮板間距:1080mm園環(huán)鏈破斷接力:1130kN(3)電動機型號:YSB132 轉(zhuǎn)速:1475rpm電壓:1140660V 功率:2110kW(4)減速機速比:39.86:1 冷卻形式:水冷(5)開關(guān):DQZBH-3001140V(6)卸載方式:端卸(7)傳動布置方式:平行(8)緊鏈方式:閘盤緊鏈 2、轉(zhuǎn)載機(一部):型號:SGD630/110(1)主機設(shè)計長度:25m 訂貨長度:45m輸送量:500t/h 中部槽規(guī)格:1500630222mm(2)刮板鏈型式:中單鏈 圓環(huán)鏈規(guī)格:30108-C刮板鏈速1.34m/s 刮板間距:648mm圓環(huán)鏈破斷接力:1130kN(3)電動機型號:DSB110 轉(zhuǎn)速:1475rpm電壓:1140660V 功率:110kW(4)減速機型號:JS-110圓錐、圓柱減速機速比:26.565:1 冷卻形式:水冷(5)開關(guān):DQZBH-2001140V(6)緊鏈方式:閘盤緊鏈四、乳化液泵站(一)泵站選型、數(shù)量采用DRB-200/31.5乳化液泵及RX-200/16泵箱,輸液管路選用高壓膠管,耐壓32MPa以上。其主要參數(shù)為:1、乳化液泵技術(shù)參數(shù)公稱壓力:31.5MPa 公稱流量:200Lmin電機功率:125kW 電機電壓:1140V電機轉(zhuǎn)速:1475r/min2、乳化液箱技術(shù)參數(shù)型號:RX20016 有效容積:1600L額定卸載壓力:31.5 MPa(二)泵站設(shè)置位置泵站安設(shè)在3422工作面軌道巷三叉門處。(三)泵站使用規(guī)定要保證泵站壓力不低于30MPa,使用乳化液自動配比器,乳化液濃度3%-5%,使用糖量計進行乳化液濃度監(jiān)測。要加強支架與泵站的維修,杜絕系統(tǒng)的竄漏液。工作面設(shè)備配置表機械名稱型號規(guī)格單位數(shù)量用途采煤機MG160/375-BW375kw部1落煤、裝煤運輸機SGD-630/264W2110kW部1運煤轉(zhuǎn)載機SGD630/110110kW部1運煤乳化液泵DRB-200/31.5125kW臺2供液液壓支架ZY2400/10/26架97支護頂板附圖五:3422工作面設(shè)備布置示意圖。第三章 頂板管理第一節(jié) 支護設(shè)計一、工作面基本情況1. 工作面主要參數(shù)(表)煤層厚(m)采高(m)傾角()面長(m)走向(m)煤層號1.28-2.191.821.8226.414544942、工作面基本支護材料(表)型號最大高度最小高度工作阻力初撐力三用閥流量液壓支架ZY2400/12/262.6m1.2m2400kN1972kN3、頂板管理方法采用全部跨落法管理頂板。煤層頂板為灰白色中粒砂巖,厚度14.018.0m,中厚層理、堅硬,抗壓強度75.2MPa,局部地段有約0.60.8m的灰色粉砂巖。根據(jù)3421工作面礦壓觀測,老頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?0m,周期來壓步距為13.2m。二、同煤層觀測面生產(chǎn)條件及礦壓觀測參數(shù)1、 生產(chǎn)條件工作面編號:3421;采高:2.1m;煤層傾角:23.2;距地表垂高:996m;柱梁型號:DZ22-25/100單體液壓支柱、HDJA-800金屬鉸接頂梁;支護方式:排距:0.8m,柱距:0.6m;最大控頂距; 4.5m;最小控頂距:3.7m;支護密度:2.08根/ m2;支護強度328.6kN / m2;切頂方式:一排戧棚,每6m一組叢柱;支回方式:見五回一;放頂步距:0.8m。同水平同采區(qū)同煤層3421工作面礦壓參數(shù)表礦壓參數(shù)(表)序號項目單位數(shù)值序號項目單位數(shù)值1頂板分類直接頂類別類36周期來壓來壓步距m13.2基本頂分級級支柱載荷平均值kN179.7最大平均值252.32底板分類底板類別類b頂板下沉量平均值mm160.4底板比壓MPa14.1最大平均值169.33直接頂初次垮落步距m20頂板下沉速度平均值mm/h6.13最大平均值6.574初次來壓來壓步距m307全部觀測段支柱載荷平均值kN158.9支柱載荷平均值kN177.2最大平均值243.4最大平均值245.2頂板下沉量平均值mm131.7頂板下沉量平鈞值mm198.1最大平均值140.4最大平均值212.2頂板下沉速度平均值mm/h5.42頂板下沉速度平均值mm/h7.61最大平均值5.76最大平均值8.23離散系數(shù)0.235超前壓力影響范圍上平巷m25下平巷m15三、選取支護參數(shù)的可行性分析 (一)本面與觀測面頂?shù)装鍘r性對比分析本面與3421工作面屬同采區(qū)同煤層, 煤層結(jié)構(gòu)、賦存條件及頂?shù)装鍘r性基本相同。因此在對工作面進行支護設(shè)計時,其重要數(shù)據(jù)及資料均來源于3421工作面。 (二)支護材料對比分析 3421面使用DZ22-25/100 單體液壓支柱配HDJA-800金屬鉸接頂梁支護頂板,3422面使用ZY2400/12/26掩護式液壓支架支護頂板,支護材料部分相同. (三)支護強度對比 兩工作面頂?shù)装鍘r性,煤層結(jié)構(gòu).賦存條件基本相同, 支護方式不同,支護強度不同,3421工作面支護密度為2.08根/ m2,支護強度為328.6 kN / m2(0.329 Mpa);3422工作面使用ZY2400/12/26 掩護式液壓支架支護頂板,支護強度為0.530.60Mpa。(四)采煤工藝對比 3421工作面采用MSG132/320型雙滾筒采煤機割煤、裝煤。單向割煤,往返進一刀,工作面局部過斷層時,采用打眼爆破法通過;3422工作面采用MG160/375BW型雙滾筒采煤機落煤,采用雙向割煤,往返一次進兩刀,兩面采煤工藝不同。(五)合理支護參數(shù)的計算根據(jù)同水平同采區(qū)同煤層工作面礦壓觀測數(shù)據(jù)進行分析計算:回歸分析法Ps=Ck(39hm+2.4Lf-6.9N+134) =1.4(391.82+2.430-6.92.97+134) =359.1kN/m2=0.3591MPa其中:Ps支護強度,kN/m2 ;CK備用系數(shù),一般取1.21.4 ;*Lf初次來壓步距,30m ;N采空區(qū)充填系數(shù),2.97 ;式中:N=hi/hm=5.4/1.82=2.97hi直接頂厚度,5.4m ;hm煤層采高, 1.82m 位態(tài)方程法.Ps= A+KOhO/hTA=hi=5.42.5=13.5 t/m2= 132.3kN/m2KO=PO-A=373.8-132.3=241.5Ps=132.3+241.50.1693/0.182=357kN/m2=0.357MPa其中:hi直接頂厚度,5.4m ;直接頂巖石容重,2.5t/m3 ;KO位態(tài)常數(shù) ;PO頂板來壓時的載荷平均值hO來壓時頂板下沉量的平均最大值,169.3mmhT要求控制的頂板下沉量,182mm 周期來壓時支架的最大載荷平均值計算法.a、防止直接頂初垮時沿煤壁子切頂?shù)闹ёo強度P1=(MzL0)/2Lr=(5.42.520)/(24.5)=30t/m2=294KN/m2=0.294MPa其中:Mz直接頂厚度,5.4m ;直接頂巖石容重,2.5t/m3 ;L0直接頂初垮步距,20m ;Lr最大控頂距, 4.5mb、7倍采高的巖石重應(yīng)力對支架造成的載荷強度P2=7hm=71.822.5=31.9t/m2=312.6kN/m2 =0.3126MPa其中:hm煤層采高, 1.82m ;頂板巖石容重,2.5t/m3 c、基本頂初次來壓時的支架載荷強度P3=A+Pe =A+ KOhO/haA=MZ=5.42.5=13.5 t/m2=132.3kN/m2K1=pn =177.22.08=368.6KO= K1-A=368.6-132.3=236.3P3= A+ KOhO/hT =132.3+236.30.2122/0.182=407.8kN/m2=0.4078MPa其中:A直接頂給定載荷;Pe基本頂對支架的動壓強度;KO實測支架對基本頂?shù)淖饔昧?;hO參照面頂板的最大下沉量;ha控制頂板的下沉量經(jīng)以上計算,確定工作面合理支護強度為0.4078MPa,所選用支架支護強度應(yīng)大于0.4078MPa。根據(jù)以上計算、分析結(jié)果選用支架型號為: ZY2400/12/26。ZY2400/12/26液壓支架的主要技術(shù)參數(shù):型號:ZY2400/12/26 工作阻力:2400 kN初撐力:1950-2026kN 支架高度:1200-2600mm支架寬度:1410-1580mm 支護強度:0.50-0.53MPa對底板比壓(前端值):平均1.18MPa由于工作面合理支護強度為0.4078 MPa,ZY2400/12/26型支架的支護強度為0.51-0.53MPa0.4078 MPa,因此所選支架滿足要求。5、 確定特殊支護根據(jù)3421工作面礦壓觀測資料結(jié)果,上平巷超前壓力影響25m,下平巷超前壓力15m,根據(jù)新礦生字(2001)6號文規(guī)定,沖擊地壓工作面上下平巷超前支護長度從切頂線向外不得小于50m,故本面選取50m,上下三角切頂排各支設(shè)2棵密集支柱加強支護.6、通過上述比較分析,確定3422工作面支護方式如下液壓支架:ZY24001226 放頂步距:0.6m最大控頂距: 3.7m, 最小控頂距:3.1m 采空區(qū)處理方式:全部垮落法 第二節(jié) 工作面頂板管理3422工作面頂板為灰白色中粒砂巖,厚14.0-18.0m,中厚層理、堅硬,抗壓強度75.2 MPa;根據(jù)相鄰采區(qū)且地質(zhì)條件相似的3421工作面礦壓觀測資料,老頂?shù)某醮蝸韷翰骄酁?0m,周期來壓步距為13.2m。本工作面采用全部垮落法管理頂板。一、正常工作時期頂板支護方式工作面采用97架ZY24001226輕型掩護式液壓支架支護頂板,具體要求如下(表2-4):型號最大高度(mm)最小高度(mm)額定工作阻力初撐力ZY24001226260012002400kN24MPa一、正常工作時期頂板支護方式采用及時移架支護方式,移架滯后采煤機后滾筒35架,追機作業(yè),移架步距0.6m。若機道片幫,端面距超規(guī)定,應(yīng)拉超前架及時支護頂板。二、正常工作時期的特殊支護形式正常工作時期,檢修采煤機、溜子、過斷層及頂板破碎需要進機道時,拉超前架維護好頂板,保證端面距小于340mm,打開護幫板支撐煤壁,使護幫板頂緊、頂牢煤壁子。三、特殊時期的頂板管理(一)來壓及停采前的頂板管理1、本工作面初采時,必須認真做好礦壓觀測預(yù)報工作。 2、工作面支架要有足夠初撐力,不低于24 MPa,泵站壓力不低于30MPa,乳化液濃度在35范圍內(nèi)。 3、支架支護狀態(tài)完好,不滲不漏,安全閥滿足要求。 4、來壓時,要及時拉超前架。 5、工作面嚴格控制好采高并保持頂板平整,以免壓死支架防止支架頂梁與頂板點接觸或線接觸。6、加強上、下端頭頂板管理,要提高支架初撐力 ,防止端頭出現(xiàn)冒頂。7、工作面停采時要編制停采措施,加強頂板管理。(二)過斷層及頂板破碎時的頂板管理 1、根據(jù)地質(zhì)部門提供的資料,3422工作面未揭露斷層,若推采過程中遇斷層及頂板破碎帶時,必須加強工作面過斷層及頂板破碎帶時期的頂板管理。2、當工作面局部地段片幫空頂或頂板破碎時,應(yīng)及時拉超前架,打開護幫板支撐煤壁,使護幫板頂緊、頂牢煤壁,防止頂板冒落、控制煤壁片幫。第三節(jié) 順槽及端頭頂板管理一、工作面軌道、運輸順槽的頂板管理軌道、運輸順槽的超前支護:上、下兩巷超前支護距離切頂線向外不小于50m,上平巷排距寬度不小于1.2m, 下平巷排距不小于0.8m,超前支護基本形式為:雙排單體支柱配金屬鉸接頂梁, 柱距不大于0.8m。1、支護要求:(1)頂梁從切頂排向外沿走向要全部鉸接,并拴齊拴牢防倒繩。支設(shè)超前支護時嚴格按照煤礦安全技術(shù)操作規(guī)程“端頭支護工”中規(guī)定執(zhí)行。(2)巷道斷面要求:工作面上、下巷超前支護段巷道寬度不小于2.0m,高度不低于1.8m,凈斷面不低于巷道設(shè)計斷面的80%。(3)超前支護支設(shè)質(zhì)量支設(shè)超前支護時要拉線支設(shè),其偏差不大于100mm。支柱要支到硬底,并迎山有勁,單體液壓支柱初撐力不小于50kN。鉸接頂梁圓銷要打到位,并保持頂梁平直。所有單體支柱的三用閥的卸載閥方向一致,朝向工作面推進方向。兩巷單體支柱全部穿鐵鞋(320mm)。(4)兩巷架設(shè)超前支護時,在頂板超高處,應(yīng)及時用木料打木垛維護,接實穿平頂板,支柱升緊升牢,嚴禁支柱超高使用。(5)工作面上下出口及巷道高度不低于1.8m。(6)因巷道變形量大,在鐵棚變形、錨桿失效、頂板下沉量大的地點及時支設(shè)單體液壓支柱或架棚加強支護。 2、回撤要求(1)上下平巷超前支護不得超前工作面回撤,切頂排回撤后,及時打好兩棵關(guān)門柱.(2)上下平巷支架、超前支護、平巷轉(zhuǎn)載機不得滯后工作面放頂線.二、工作面端頭的管理工作面機頭(尾)采用同中間架一樣的ZY2400/12/26型支架。當工作面排頭支架與平巷支護的距離大于0.5m時,要在排頭支架與平巷支護之間加柱梁進行支護。工作面平巷遇鐵棚支護段時,要在上(下)出口支設(shè)一對3.2m長的型鋼梁(或工字鋼梁)托棚頭,交替邁步前移,移動步距1.2m ,一梁不少于三柱。上下三角要在切頂排各支設(shè)兩棵戴帽密集支柱加強維護和切頂。三、支護材料的使用數(shù)量和存放管理運輸順槽與軌道順槽超前支護均為50m ,每巷需支柱132棵,鉸接頂梁130根,鐵鞋130塊。共需264棵支柱,260根鉸接頂梁,260塊鐵鞋。1、備用柱梁,支架立柱,各種千斤頂,坑木等配品材料,置于工作面上平巷超前150-200m以外指定地點,分類碼放整齊,掛牌管理,不得妨礙行人、行車和通風。2、設(shè)專人管理工作面的支架及兩巷柱梁、板梁等支護材料。3、對工作面支架、兩巷柱梁實行編號,分區(qū)域管理,并登記造冊。4、各種型號的備用液壓管路,應(yīng)分別掛牌,盤放懸掛整齊。附圖六:3422工作面、順槽及端頭支護示意圖(平面、剖面圖)第四節(jié) 礦壓觀測一、礦壓觀測內(nèi)容3422工作面的礦壓觀測研究內(nèi)容主要有:支架阻力觀測、支架活柱縮量觀測、巷道圍巖表面位移觀測、順槽超前支護范圍內(nèi)單體液壓支柱阻力觀測以及支護質(zhì)量動態(tài)監(jiān)測。根據(jù)觀測結(jié)果對工作面頂板運動規(guī)律、來壓特征,工作面支架受力特點,支架對頂板的適應(yīng)性和控制效果,超前支承壓力影響范圍和分布特點,頂板穩(wěn)定性,工作面支護質(zhì)量等進行定期分析,并進一步了解煤、巖體力學參數(shù)等基礎(chǔ)數(shù)據(jù)。二、觀測方法1、工作面的礦壓觀測(1)支架阻力觀測利用圓圖壓力自記儀分別在工作面上、中、下部均勻布置5條觀測線,觀測支架立柱工作阻力的變化情況。測線布置:上下端頭的支架各1條、中間基本支架3條。由礦壓部門負責更換表紙,連續(xù)觀測支架的初撐力、工作阻力。(2)支架活柱縮量觀測用標記法在工作面上、中、下部布置3條觀測線,在移架后、移架前測量活柱下縮量,根據(jù)循環(huán)的次數(shù),算出循環(huán)下縮量和下縮速度。其測線與支架阻力測線對應(yīng)布置。 (3)統(tǒng)計觀測沿工作面采煤機移動方向每隔5架作一觀測剖面,礦壓部門每天(班)統(tǒng)計一次端面頂板的破碎及煤壁的片幫情況(包括梁端距、片幫、冒高超過0.5m以上的區(qū)域及頂板破碎情況),同時統(tǒng)計支架安全閥開啟量(率)和支架因頂板壓力損壞的部件等。2、順槽的礦壓觀測 (1)巷道圍巖表面位移觀測利用順槽成巷期間設(shè)置的觀測基點,并視情況補設(shè)部分基點,在軌道、運輸順槽分別距切眼60m、80m、100m處布置三個測區(qū),用測尺和測槍測量巷道受采動影響過程中的頂?shù)装寮皟蓭鸵平?每天觀測一次,根據(jù)觀測時間計算出巷道圍巖移近速度。(2)順槽超前支護范圍內(nèi)單體液壓支柱阻力觀測在工作面推進至60m后,分別在軌道、運輸順槽超前支護范圍外端的支柱觀測單體支柱支護阻力的變化情況。測站處同時設(shè)置一組頂?shù)装逡平坑^測點,以便分析圍巖變形時,支柱阻力的變化情況。三、支護質(zhì)量監(jiān)測每旬由技術(shù)部礦壓組不定期對工作面和順槽支護質(zhì)量進行兩次動態(tài)檢查,對存在的問題,回采區(qū)隊要立即整改。監(jiān)測內(nèi)容要包括支架初撐力、煤壁片幫情況、梁端距、采高及端面頂板冒落情況、兩順槽單體支柱初撐力、超前支護質(zhì)量等。四、觀測時間要求1、工作面:觀測從老頂初次來壓到第六次周期來壓結(jié)束。 2、順槽:觀測至工作面推進20Om止。3、支護質(zhì)量監(jiān)測貫穿整個生產(chǎn)期間。第四章 生產(chǎn)系統(tǒng)第一節(jié) 運輸系統(tǒng)一、運輸設(shè)備及運輸方式1、運煤設(shè)備及裝、轉(zhuǎn)載方式工作面刮板輸送機和螺旋滾筒裝煤、平巷刮板運輸機運煤。2、輔助運輸設(shè)備及運輸方式工作面需用的材料、設(shè)備等物資,采用對拉絞車,通過軌道順槽運進工作面。二、移溜(轉(zhuǎn)載機、破碎機等)方式采用推移工作面運輸機的方式,推拉溜步距 0.6m,彎曲段長度不小于20m,推拉方向為自下(上)而上(下)。1、采煤機向下(上)端正常割煤時, 按照自上(下)而下(上)的順序,依次推移刮板運輸機,至距離采煤機后滾筒15m處。2、采煤機向上(下)斜切進刀切入煤壁規(guī)定截深后,將工作面運輸機按自上(下)而下(上)的順序推向煤壁,成一條直線。三、運煤路線3422工作面刮板輸送機SGD630/264WSGD630/110轉(zhuǎn)載機SD-150膠帶輸送機(功率150kW)SD-150煤倉皮帶膠帶輸送機(功率150kW)3422煤倉-1050前三大傾角皮帶-800前三煤倉-800大巷軌道運輸-800煤倉。四、輔助運輸路線北立井-800井底-800前三軌道巷-1050管子井 3422軌道巷 工作面。附圖七:3422工作面生產(chǎn)系統(tǒng)、運輸系統(tǒng)圖。第二節(jié) 通防與監(jiān)控系統(tǒng)一、通風系統(tǒng)一、通風系統(tǒng)(一)風量計算1.按瓦斯涌出量計算:Q = 100qk=1000.62 =120m3/min。q-采煤工作面的瓦斯涌出量(m3/min),本面q瓦=0.6m3/mink-采煤工作面瓦斯涌出不均衡的風量系數(shù),一般取1.5-22、按二氧化碳涌出量計算:Q = 67qk=670.82 =107.2m3/min。q-采煤工作面的二氧化碳涌出量(m3/min),本面q=0.8 m3/minK-采煤工作面二氧化碳涌出不均衡的風量系數(shù),一般取1.5-23、按工作面每班工作最多人數(shù)計算實際需要風量:Q = 4n = 480=320m3/min。n -工作面最多人數(shù)(人),每班最多出勤80人計算4.按工作面溫度計算:工作面參數(shù):煤層厚度1.28m2.19m,平均煤厚1.82m。,采高h=1.82m,最大控頂距d1=3.7m、最小控頂距d2=3.1m,平均面長L=145m,按28對應(yīng)的風速2.15m/s進行配風,根據(jù)集團公司生產(chǎn)礦井風量計算細則,采60 采采(m3min)602.151.82(3.1+3.7)/20.751.21.15=826.2m3/min,式中:采-與采煤工作面氣溫相對應(yīng)的風速(ms) 采-采煤工作面的平均有效通風斷面(m2) L -采煤工作面面長系數(shù)1.0 -綜采工作面配風系數(shù)1.155.按風速進行驗算:(1)按最低風速驗算,工作面的最小風量Q 15S = 154.69=70.35m3/min。(2)按最高風速驗算,工作面的最大風量 Q 240S = 2404.69=1125.6m3/min。通過驗算可以看出,70.35826.2 1125.6m3/min,符合要求。6、按工作面回風流中的瓦斯?jié)舛炔怀^1%驗算:根據(jù)地質(zhì)說明書提供的資料,瓦斯每分鐘瓦斯涌出量為0.6m3,占總量的百分比為0.6/826.2100%=0.0726%1%,風量符合要求。7、通過以上計算,確定工作面需要風量為826.2m3/min, (二)通風路線進風路線:北立井-800前三軌道巷-1050前三管子井3422工作面軌道巷3422工作面回風路線:3422工作面3422工作面下平巷-1050前三回風上山-800前三回風反井一采回風上山-600八號東大巷-600系統(tǒng)改造上山-400東回北風井地面。二、防治瓦斯(一)瓦斯檢查(設(shè)點、次數(shù))1、由通防工區(qū)專職瓦斯檢查員檢查,每隔4.5h檢查一次,每班對工作面瓦斯檢查點檢查2次,并填寫牌板和記錄手冊。瓦斯檢查點分別設(shè)在工作面、工作面下隅角、工作面回風出口以外10m處。瓦斯檢查牌板應(yīng)設(shè)置在工作面回風側(cè)距安全出口20m范圍內(nèi)的位置,懸掛整齊,字跡清晰,檢查結(jié)果要及時填寫,瓦斯檢查記錄手冊由當班管理人員簽字。專職瓦斯檢查員發(fā)現(xiàn)瓦斯超限或瓦斯涌出異常,要立即通知施工單位停止作業(yè)、撤出人員,并匯報調(diào)度室和通風工區(qū),制定專門措施進行處理,只有當瓦斯降至規(guī)程允許濃度后方可恢復(fù)生產(chǎn)。2、工作面必須配備1臺靈敏可靠的瓦斯報警儀,懸掛在工作面下隅角。機電維修工、班長、放炮員、采煤機司機、區(qū)長、工程技術(shù)人員必須隨身攜帶便攜式瓦斯報警儀。放炮員攜帶的報警儀用于一炮三檢。報警儀懸掛位置距上幫煤壁不小于200mm,距頂板不大于300mm,距切頂線不大于1.0m處。如工作面瓦斯?jié)舛瘸?,?yīng)立即停止工作,及時匯報生產(chǎn)調(diào)度室。特殊工種報警儀攜帶者必須會使用報警儀,報警儀常開,當發(fā)現(xiàn)施工現(xiàn)場瓦斯?jié)舛冗_到1或偏高時必須及時匯報工區(qū),聽從安排處理。(二)瓦斯監(jiān)測在工作面回風巷距出口5-10m范圍內(nèi)下幫安裝瓦斯傳感器,垂直懸掛,距頂板(頂梁)不得大于300mm,距巷道側(cè)壁不得小于200mm。當瓦斯?jié)舛冗_到1%時,必須能夠自動報警;放炮地點附近20m以內(nèi)風流中瓦斯?jié)舛冗_到1%時,嚴禁放炮。當瓦斯?jié)舛冗_到1.0%時,必須能夠自動將工作面及回風巷范圍內(nèi)的所有電器設(shè)備全部斷電。工作面此時必須停止工作,撤出人員,切斷電源,進行處理;電動機或開關(guān)地點附近20m以內(nèi)風流中瓦斯?jié)舛冗_到1.5%時,必須停止運轉(zhuǎn),撤出人員,切斷電源,進行處理。采煤工作面的測風點應(yīng)設(shè)置風速傳感器。通防工區(qū)負責安全監(jiān)控系統(tǒng)的安裝、調(diào)試、維修、撤除等工作,確保安全監(jiān)控系統(tǒng)正常運轉(zhuǎn)。瓦斯斷電儀、監(jiān)測系統(tǒng)瓦斯探頭,必須每7天對儀器的零點、靈敏度、報警點(1%)、斷電點(1.0%)、復(fù)電點(1%)進行一次調(diào)校。施工單位負責所管轄范圍內(nèi)的安全監(jiān)控系統(tǒng)的使用保護工作,瓦斯傳感器隨工作面推進及時外移,生產(chǎn)中必須保護好傳感器,嚴禁炮崩向上灑水和損壞。該瓦斯傳感器型號為KJ2000型,控制區(qū)域為工作面及回風巷全部非本質(zhì)
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