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急倾斜特厚易燃煤层倾斜长壁大倾斜角综采放顶煤开采急倾斜特厚易燃煤层倾斜长壁大倾斜角综采放顶煤开采作业规程标准作业规程标准(靖远煤业有限公司王家山矿)王家山矿四号井简介靖远煤业有限公司王家山矿,位于甘肃省白银市平川区王家山镇。井田东西走向长 11km,南北倾斜宽3.5km,面积25km²,为一复向斜构造。煤田成煤地层为中下侏罗统,主采煤层为煤二、煤四两煤层,煤层倾角 25°~72°。煤种为不粘结煤,发热量7 390~32 700J/g,属优质动力煤。矿井地质储量 3.7 亿t。矿井浅部 1550 水平以上以五对片盘斜井开拓,总设计能力为 180 万 t/a。1997 年核定能力为 146万 t/a。 四号井为王家山矿五对矿井之一,1982 年12月建成移交。 属低瓦斯矿井,瓦斯绝对涌出量 0.6m³/min,相对涌出量 1.33m³/t 。自然发火期3~5 个月。 煤尘爆炸指数 36.33﹪。 矿井通风方式为两翼对角抽出式通风。 采用急倾斜水平分段轻型综采放顶煤采煤法。 近年来,经矿井集中改造,将原三号井与四号井合并,将四号井箕斗提升改为皮带提升,合并后的四号井核定生产能力为 120 万 t/a。2003年王家山矿在四号井44407工作面试验“急倾斜厚煤层走向长壁综采放顶煤采煤法”成功,工作面单产达到 806万t。近年来获得奖励及专利情况见表1、表2。表1 王家山煤矿获得科技奖励情况获奖时间奖项名称奖励等级授奖部门 2004年煤炭工业科学技术奖特等中国煤炭工业协会 2004年第二届安全生产科技奖一等国家煤矿安全3局2004年甘肃省科技进步奖一等甘肃省奖励办公室 2003年煤炭工业十大科技成果奖——煤炭工业技术委员会表2 申请、获得专利情况申请号专利号项目名称 03273058.6ZL0327工作面圆弧过渡布置 03271741.5ZL03271741.5L综放面端头支架放顶煤尾梁装置 03271744.xZL03271744.x综放工作面液压支架 03271743.1ZL03271743.1综放工作面端尾支架侧梁装置 03271742.3ZL03271742.3端尾支架锚固装置03271745.8ZL03271745.8后部刮板输送机防滑装置 03271740.7ZL03271740.7准边双链刮板输送机 20042086582.1待批采煤机挑顶卧底装置第一章 概 况第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系表一:工作面位置及井上下关系表水平名称1550采区名称四号井 地面标高/m1 860-1 940井下标高/m1 557-1 620地面的相对位置工作面对应于地表经线18485350-18486233,纬线4083145-4083445之间黄土丘陵区,沟谷纵横,无任何建筑物。回采对地面设施的影响根据4407工作面回采情况,在地表产生裂隙,由于地表为黄土丘陵区,无任何建筑物。故对地面无影响。井下位置及与四邻关系本工作面跨越二、四号井两个井田,西以四号井1600 东-石门为界,东以工作面开切眼经线6233为界;上部以1 621m标高为界。在四号井井田经线5350-5900的560m范围的工作面已回采三层,其输送机巷道标高1607;二号井井田经线5900-6300 的310m范围内,1600-1650阶段回采系统未形成,储量未动用,43206工作面煤厚剩余 4-11m,西薄东厚,下限以 1550水平为界。 走向长度/m880倾斜长度/m76面积/m266 880第二节 煤 层表1-2:煤层情 况 表煤层厚度/m13.6煤层结构单一煤层倾角/(°)43开采煤层二层煤煤 种不粘膜稳定程度较稳定煤层情况描述工作面煤层呈单斜构造。 煤层走向由N62°E-N85°E,倾向E。 煤层倾角西缓东陡,1-7 剖面间煤层倾角 29°-35°,8-9 剖面间煤层倾角达39°-46°,煤层平均倾角为43°。 煤层与顶板之间普遍有一层泥岩伪顶。在掘进施工中,工作面共有四个穿煤点:四号井 1600 东-石门、东二石门穿煤厚度(平穿)分别为21m、35m,真厚为10m、20m。四号井 1550 水平东二石门、新石门分别穿煤厚度(平穿)为33.3m、19.5m,真厚为 16.5m、11m。工作面西部在经线 5350 以西 40m 处的 98 号钻孔在 1 551.99m 标高穿煤真厚为 10.53m。全工作面煤厚在 10-19m 之间,平均厚度13.6m,煤层呈西薄东厚趋势。二层煤,黑色,具沥青光泽,以半暗煤为主,半亮安煤次之,普氏硬度为1,密度为1.35t/m³,层理、 节理发育。 为低灰、 低硫、 低磷,发热量较高的优质动力用煤。第三节 煤 层顶 底 板表 1-3 煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度特征 基本顶含砾粗砂岩25.3浅灰色,裂隙发育,含水较丰富直接顶缺失 伪顶泥岩0-1.5灰黑色,层面光滑易垮落 直接底泥岩,粉砂岩0-4.8深灰色,致密坚硬老底粗砂岩18灰白色,较坚硬 附图1-1:综合柱状图(略)。第四节 地 质构 造一、影响开采的主要地质构造为断层,其详细情况见表1-4。表1-4 断层情 况 表断层名称走向倾向倾角性质落差/m对回采的影响F208-10°-35°NW>73°逆断层4-9对回采影响较大在机 29 号测点以东掘探巷约 115m,揭露了 F208-1 断层,受该断层的影响,断层附近煤层顶底板起伏及煤层赋存状况变化较大。附图二: 工作面运输巷、轨道巷、采面开切眼素描图(略)。第五节 水 文地 质一、工作面涌水量正常涌水量:0.2-0.33/min;最大涌水量:0.5m³/min。 二、含水层二煤层顶板属井田Ⅲ含水层,由巨厚层砂砾岩,砂岩,粗砂岩组成,裂隙发育,主要以构造裂隙为主,充水空间较发育,为井田主要含水层。三、其他水源分析上水平206工作面,201 工作面运输、 回风巷掘进过程中淋水及滴水较大,给正常掘进、 回采带来很大困难。 43206E-2 工作面运输巷开口向东掘进8m时,发生大量涌水,造成淹没巷道多处,出水量约23 875m³。 水源主要为大量灌浆水及顶板含水层积累未能达到脱水时间所致。208工作面目前两道淋水及滴水较大,预计回采过程中会有淋水、滴水,因此工作面应有防排水措施。第6节影响回采的其他因素表 1-5影响回采的其他地质情况瓦斯瓦斯绝对涌出量1.17m³/min,相对涌出量1.33m³/t CO² 煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性,爆炸指数 36.33﹪ 煤的自燃倾向性煤层可自然,自然发火期3-5个月,最短28天 地温危害地温 16.5℃,对生产无影响第七节 储量及服务年限一、储量工作面可采走向为 880m,工作面倾斜长度 76m,煤层厚度 13.6m,密度1.35t/m³,则工业储量为=可采走向×倾斜长度×煤层厚度×煤层密度=(880×76×13.6×1.35)t=1 227 917 t二、计算损失量1. 设计底煤损失q设计。 工作面与运输巷交叉处圆弧段近似三角形的底煤损失量:Qq设计=可采走向×S×1.35=(880×0.5×10.3×0.7×1.35)t=4 283 t2.工作面放顶煤时顶煤损失率按21﹪取,顶煤损失量q顶损:q 顶 损 = 可 采 走 向 × 工 作 面 倾 斜 长 × 放 顶 煤 高 度×1.35t/m³×21﹪=(880×76×11)m³×1.35 t/m³×21﹪=208565 t3.落煤损失按3﹪计,落煤损失q落煤:q落煤=可采走向×工作面实际长×采高×1.35t/m³×3﹪=(880×94.5×2.6)m³×1.35 t/m³×3﹪=8 757 t4.初采顶煤损失q初采:q 初采=(控顶距+切眼宽/2)×放顶煤高度×工作面长×1.35t/m³=[(4.738+3.6)×11×76]t/m³×1.35 t/m³=9 410 t 三、工作面实际可采储量=-(q设计+q顶损+q落煤﹢q 初采)=(1 227 917-4 283-208 565-8 757-9 410)t = 996902 t工作面回采率:996 902÷1 227 917×100﹪=81.18﹪Q采Q四、工作面服务年限工作面服务期=可采推进长度/月设计推进长度=880/60=14.6(月)第二章第二章 采采 煤煤 方 法 方 法第一节 巷 道 布 置44208工作面走向长880m,煤层厚度13.6 m,煤层硬度低,构造简单。选用走向长壁综采放顶煤采煤法。工作面运输顺槽沿煤层顶板布置,回风顺草槽破煤层底板布置,运输顺槽内错20m沿顶板布置爆破巷。工作面运输顺槽与中巷以溜煤眼联系,回风顺槽与回风中巷以石门-上山联系。工作面切眼及所有巷道均为锚网支护。巷道平面图见附件2-1。第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用急倾斜厚煤层走向长壁综采放顶煤采煤法,工作面按走向长壁布置,ZFQ3600/16/28 型液压支架支护,MG200/500-OWD 型双滚筒采煤机落煤、装煤;顶煤通过矿压破煤(打钻注水、深孔爆破辅助破煤),自溜装煤;工作面前、后部各安装一台 SGZ730/200型准双链刮板输送机分别运输采煤机落煤与放顶落煤。 斜切进刀。 设计采煤机截割高度 2.6m,截深0.6m,放煤步距1.2m,采放比为1:4。全部垮落法管理顶板,黄泥灌浆处理采空区。工作面初采,推过开切眼后,深孔爆破辅助松动顶煤开始放顶煤。工作面末采,推进到距停采线15m时,留顶煤维护回撤通道。二、工艺流程(一)工艺流程简介交接班—→ 采煤机下行割煤—→ 跟机伸前探梁、护帮板—→至下出口调整上下滚筒位置—→ 上行清底煤、 挑顶—→跟机收护帮板、 前探梁移架—→由下向上顺序推前溜、后溜—→采煤机割上口三角煤后返向斜切进刀—→移上口支架、推前溜—→采煤机下行割煤—→ 跟机伸前探梁、护帮板—→至下出口调整上下滚筒位置—→ 上行清底煤、 挑顶—→跟机收护帮板、 前探梁移架—→由下向上顺序推前溜—→采煤机割上口三角煤后返向斜切进刀—→拉后溜机尾—→放顶煤、回收及支设超前支护—→ 移端头支架(端尾支架)及转载机—→拉后溜。工作面完成一个割煤、 移架、 推拉溜、 超前支护工序为一个小循环,完成两个小循环放一次顶煤为一个大循环。附图2—2:工艺流程图(略)。(二)工艺要求:1.接班:由上、 下班跟班队长、 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、 放顶煤位置,顶煤回收情况及工作面遗留问题,注意事项必须相互交接清楚。 接班后,下一班对存在的问题进行处理后方可开始当班正规作业。下行割煤。煤帮必须割齐,不留伞檐,不留底煤,底板必须割平,不留台阶采高不得超过 2700㎜,不得低于 2500㎜。圆弧段割煤时,应根据指示器指示逐渐升降前后滚筒,保证该段圆滑过渡。(三)跟机伸前探梁及护帮板采煤机下行割煤时,支架工要滞后采煤机 2~4 副支架及时跟机伸前探梁及护帮板搞顶、 护帮,防止端面抽顶及片帮现象发生,前探梁及护帮板伸出后油缸要闭锁。(四)调整采煤机滚筒位置按采煤机的前进方向,无论下行割煤还是上行挑顶清煤,采煤机始终前滚筒在上,后滚筒在下。调向时要及时调换前后滚筒上下位置。割煤时前滚筒逆时针旋转,后滚筒顺时针旋转。(五)上行挑顶清煤采煤机下行割煤过程中顶未割平处,在采煤机上行清煤过程中,前滚筒挑顶,使顶板平直以便于支架移设。 后滚筒清理底煤,同时清煤工清理架间及前溜托缆间浮煤装入到刮板输送机运走,作好移架准备工作。(六)收前探梁、护帮板并跟机移架采煤机上行挑顶、清煤时,滞后采煤机后滚筒3~6m开始由下向上顺序收支架护帮板及伸缩梁,跟机移架。移架时采用上一支架操作下一支架的邻架操作方式,为防止出现咬架或挤架现象,拉架时一定要控制降架高度不超过相邻支架侧护板高度的1/3。支架移设到位后,依靠本架下侧护板或辅助戗柱调整支架倾角,缓慢将支架升起,使支架接顶严实。当顶煤破碎有抽顶现象时,移架应在采煤机前滚筒割过,顶煤暴露后立即伸出前伸梁进行支护。 支架移设采用拉线移架,每副支架移架到位,保证全工作面支架移到位后成一条直线。移架时尽量做到带压(擦顶)移架。降架时当顶梁与顶板(煤)稍有松动后即停止降柱,尽快移架升起立柱,使支架接顶有力,不出现架前垮落抽顶现象。降架时先降后柱,后降前柱,升架先升前柱后升后柱,尽量做到后立柱下降量比前立柱多,使支架顶梁带有一定仰角(≯7°),保证支架前梁接顶严实。若顶煤局部破碎,支架前梁端垮帮、空顶,必须及时用荆芭、板皮等刹顶,使支架顶梁及前探梁能有效支撑顶板。若梁端垮帮、空顶范围较大,应采取在煤帮打注竹锚杆或顶部挂网顺山抬棚措施后方可移架。若底板松软或淋水浸泡,支架底座有下陷现象,移架前应在座前垫木板圆木,然后移架。支架高度严格控制2.5~2.7m之间,出现超高、偏低情况时,应进行对应处理,保证支架的稳定性及支护状态良好。出现背架、挤架、歪架、咬架时应及时进行处理,严禁强拉硬推。过渡支架采用先移溜后移架的操作方式,移架步距0.6m。支架尾梁摆动量要严格控制。(七)推拉刮板输送机采煤机自下向上清浮煤的同时,滞后移架 15m 位置由下向上顺序推溜,一次推溜长度不小于15m。严禁出现死弯或损坏连接销。溜子整体移到位后,全长要成一条直线。若溜子下滑或上窜时,要通过工作面伪斜量或增减调节槽以保证溜子与转载机的正常搭接。 必要时采取补溜调架方法处理前溜搭接问题,但必须制定专门调架措施。(八)留三角煤斜切进刀本工作面采用上端头留三角煤斜切进刀方式。具体过程为:(1)接上一班采煤机下行割煤至下出口,左滚筒在上,右滚筒在下。(2)调换采煤机滚筒位置,左滚筒在下,右滚筒在上,采煤机上行挑顶清煤,割上次进刀留下的三角煤,同时跟机移架推溜。保留弯曲段距上口15m。(3)采煤机至上口后,调换滚筒位置使左滚筒在上,右滚筒在下。下行斜切进刀,将弯曲段溜子推直,完成斜切进刀过程。留三角煤斜切进刀时,必须保证采煤进刀长度不小于 35m,将前溜推直推平,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输送机的闭锁,采煤机滚筒落地,然后方可进行其它工作。(9)回收、支设超前支护工作面移端头、端尾支架及转载机前,要先对两道移架范围内靠近支架前梁的超前支护单体支柱及铰接顶梁进行回收。 回收工作要由三人协助进行,一人扶梁,一人降柱,一人观察顶板变化情况,防止掉落矸石伤人。回出的超前支柱、铰接顶梁及时拉运到前面补充打齐超前支柱。 要求超前支护沿工作面走向成一条直线。 巷道顶部不平时,采用板梁垫平处理,保证铰接顶梁与巷道顶部接顶严实铰接顶梁成一个水平面,打好水平楔,拴好保险绳。(十)端头端尾支架及转载机移设:(1)推移转载机前,由班长、转载机司机对转载机机身及该地段溜子道进行检查,清除矸石、 浮煤及影响推移的其它障碍物,并移设运输顺槽超前支护,使支柱与端头支架外缘保持250mm以上间隙。(2)检查破碎机前后超前支护是否影响破碎机前移,提前进行替换处理。(3)转载机前移时,必须派专人观察转载机机头座小车在皮带机尾上的运行情况,发现卡阻、跑偏时要及时进行处理。(4)推移转载机时,操作人员要保证推移油缸推移方向与转载机中心线呈一条直线,防止推移过程中出现蹩、卡造成推移油缸损坏。转载机机头利用皮带机尾处座车前移。(5)下口端头支架与转载机在主架前托座处通过销轴铰接固定,副架与托座通过推移千斤顶联接。 移设时通过推移千斤顶先把主架和转载机机头推出去,再移副架。即先降主架,利用前托座油缸推移主架,到位后升起主架。然后降下副架拉移副架,最后升起副架,完成一个移架步距。(6)端尾支架移设时先解开联接溜子机尾的防滑锚链。端尾架分前后两部分,移设时必须先在靠近工作面煤帮侧的底座下加垫板皮,以防支架底座悬空,稳定性得不到保证。 然后先降前架,利用推移油缸推移前架,到位后升紧前架,接着将前后架空间采用荆芭、 板皮打点柱进行临时支护,支护好后方可降后架并拉移后架,最后升起后架。支架移好后,及时重新联接好防滑锚链。(7)端尾支架移架后及时升起与过渡架间的三角区侧梁,并伸出伸缩插板支护。(8)放顶煤。 工作面每开两帮放一次顶煤,完成第二帮时,后溜暂不拉回。放顶煤时根据工作面条件分三段进行。 下段 30m双轮间隔顺序折返式放煤;中段50m 按照从下向上间隔单轮顺序放煤;上段15m采用从上向下单轮单口顺序放煤。每付支架,每轮放煤时间控制在2~4分钟之间,放煤量控制在8 吨左右。 严格控制每付支架的放煤时间及放煤量,严禁过量放煤造成空顶。放煤要在支架处于最小控顶距状态下进行,采煤机进刀段煤质松软,及时进行支护后再放顶煤。放煤时要检查支架防尘装置,及时洒水降尘。顶煤放完后,按从下向上的顺序拉后溜。拉后溜时,先检查支架尾梁插板是否落在后溜上,防滑托板是否进入溜槽上的防滑导轨,管路是否收起,溜子上有无大块煤矸,若有上述情况,处理后方可拉移后溜。放煤要由专职的放煤工进行操作,放煤要均匀,以防压死溜子,放煤见矸时立即封口,严禁放出矸石。(十一)检修维护检修工作由检修班专职设备检修工负责,检修内容(日检、旬检、月检)严格按机电科编制的“大倾角综放工作面机电设备日常维护保养制度”中的具体要求,逐台(架)检修维护,按要求加注油液,检修后的设备要保证圆班的正常生产。三、工作面正规循环生产能力=+ =()=(2×76×0.6×13.6×1.35×0.82)t=1373 t式中 W—工作面正规循环生产能力,t;L—工作面平均长度,m;S—工作面循环进度,m;WcLSh21cLSh22cLS2hh21—煤的容重,t/m3;——采煤机截割高度,m; h1——顶煤厚度,m;c—回采率,取81.2%第三节 设备配置工作面设备配备见下表2-1。表2-1工作面设备配备表序号设 备名称型号单位数量使 用地点 1交 流电牵引采MG200/5—OWDM台1工 作面h2煤机 2刮 板输送机SGZ730/200台2工 作面 3刮 板转载机SZZ730/60台1运 输巷 4轮 式破碎机PLM—1000台1运 输巷 5可 伸缩胶带输送机DSP1080/1000台1运 输巷6胶 带输送机DSJ1000/63/125台21550东大巷、东一石门各一台 7乳 化液泵BRW250/31.5台2运 输巷 8喷 雾泵XPZ-250/6.3台2运 输巷 9回 柱绞车JH2-14台2回 风巷 10回 柱绞车JH2-5台1运 输巷 11煤 电钻MZ-1.2台1回 风巷 12岩 石电钻BZ-3台1回 风巷一、MG200/500—OWD双滚筒电牵引采煤机主要技术参数(表2-2)表2-2 MG200/500—OWD双滚筒电牵引采煤机参数表内容参量内容参量 采高范围/m2~3.5截深(㎜)630机面高度/㎜1380配套滚筒直径(㎜)1800截割功率/k W2×300截割速度(m/s)3.098牵引速度6/10牵引力(k N)698供电电压(V)1140适合倾角≤45° 整机重量(t)42 二、SGZ730/200刮板输送机主要技术参数(表2-3)表 2-3 SGZ730/200刮板输送机参数表(略)min1 m三、SZZ730/60刮板转载机主要技术参数表 2-4 SZZ730/60刮板转载机主要技术参数表(略)四、PLM—1000轮式破碎机主要技术参数表 2-5 PLM—1000轮式破碎机主要技术参数表(略)第第三三章章 顶板管理 顶板管理 第1节支护设计一、支护设备选型 根据工作面回采地质说明书,本工作面直接顶缺失,基本顶含为砾粗砂岩,厚 25.3m ,裂隙发育,含水较丰富。伪顶为泥岩,厚0-1.5m,层面光滑易垮落。直接底为泥岩、粉砂岩,厚0-4.8m,致密坚硬。老底为粗砂岩,厚18m, 较坚硬。工作面采煤机截割高度 2.6m,放煤高度 11m ,煤层硬度 f=1,工作面倾角43°。底板比压***MPa。支护设计采用类比法。根据《王家山煤矿大倾角特厚煤层综放开采技术可行性论证报告》及44407工作面矿压观测资料,44407工作面支架最大时间加权平均阻力为 3450KN,最大工作阻力 3600KN,顶板下沉量>0.25V采上述计算中为工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;K—供风系数取 1.6;—工作面风速,m/s;—最大控顶距时通风断面,㎡;—为最小控顶距时断面,㎡;n—最多人数;A-一次起爆的炸药量,㎏。6、工作面风量确定为553.8m3/min。(二)通风路线新鲜风:四号井副斜井→1550 车场→1550 东大巷→(初期)1550 东石门(后期)1550新石门→44208运输巷→工作面。污 风:工作面→44208 回风巷→材料下山→1600 东一石门→1600 东大巷→1600 回风上山→东风井。通风系统图(略)。QCH4V采S大S小二、瓦斯防治(一)瓦斯检查1、本工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集,此处要严格瓦斯管理,并及时充填空洞,减少或降低瓦斯浓度。2、瓦检员要持证上岗,所携带的瓦检仪要完好,灵敏度可靠,上隅角在端尾支架掩护梁位置处采取气样检测,检测人员操作时要注意自身安全,防止片落煤块伤人。3、 瓦检员对检查地点的气体浓度、 空气温度、 测定数据要定点准确监测,认真填写瓦斯手册、 牌板,严格执行瓦斯检查制度。 必须做到无空班、 漏检、 假检,并执行现场交接班制度。重点加强工作面上隅角的瓦斯监测,做到随时检查。4、 工作面当班跟班队长、 班长、 安检员、 采煤机司机必须配带完好的瓦斯报警仪,随时进行瓦斯监测。(二)瓦斯监测在工作面回风距上出口 10m 处和爆破巷入口 10m 处安设 AJD-2 型瓦斯自动检测报警断电仪。报警瓦斯浓度为≥1%,断电瓦斯浓度为≥2.5。三、综合防尘系统(一)防尘管路系统↗1600车场→1600东大巷 →1600东一石门→材料下山→44208 回风巷喷雾地面清水池→副井↘1550车场→1550东大巷→1550东二石门→至运输巷沿途各转载点附供水(防尘)系统图:防尘管路敷设和净化风流装置的设置:(1)工作面运输巷、 回风巷各敷设一趟防尘的管路,管路敷设平直、 牢固。距工作面煤帮不大于20M,运输巷每隔50M、回风巷每隔 100M设一组有阀门的三通支管及一组全断面净化水幕。(2)保持距工作面煤帮 20M 范围内两道各设一组全断面净化水幕,灵敏可靠,使用正常。(3)该工作面两道的防尘管路同矿井综合防尘管路系统连接。(二)防尘措施1、降低工作面浮尘①采煤机捕尘措施:工作面的 MG200/500-QWD 采煤机外喷雾与内喷雾装置,必须要求雾化程度要好,做到喷头无堵塞及短缺现象,要加强管理,每天检查维护一次。②液压放顶煤支架靠尾梁及顶梁前侧安装喷雾装置,放煤割帮时打开喷雾。③在运输巷各转载点安设喷雾装置,作业时进行喷雾,消除飞扬浮尘,降低进入工作面风流中的含尘量。2、煤层注水在工作面前方回风巷内用 75 型钻机沿煤层倾斜方向,超前煤壁 30M,平行工作面布置注水钻孔。 钻孔间距 15m,钻孔长度40m,注水压力取1.9MPa。 煤壁在预定的湿润范围内出现均匀“出汗”后即停止注水。3、定期(2-3天)冲洗巷道煤尘,注意保护好电器设备。工作面放煤前后洒水降尘一次。4、 搞好个体防护工作,采煤机司机、 移架工、 放煤工等工作人员都要佩带好防尘口罩。(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施运输巷,回风巷各安设一组不少于 60及 42个(40L/个)水槽,其布置方式为集中悬挂式。水棚总长度 30 米,保持距工作面煤帮 100 米,水槽盛满清水,安设质量遵照靖煤公司通(1991)520号文规定执行。应每周至少检查1次工作面各转载点及两道的煤尘,并定期冲洗降尘。 同时对隔爆设施安装的地点、 数量、安装质量是否符合要求进行全面而细致的检查。四、防治煤层自然发火技术措施(一)监测系统应用KHT-1矿井火灾束管监测系统进行火灾的早期预报。火区观测员每班至少对工作面上隅角,回风巷及工作面其它区域及可能发火地点观测1次,对有发火征兆的地点要及时进行汇报并进行必要的处理。(二)综合防灭火措施1、 本工作面放煤高度平均 11m,煤层易自燃发火,在工作面回采过程中,要以注氮为主、注浆及架后撒浆为辅的方法进行综合防灭火,注氮、注浆工作要及时到位。2、工作面两道,冒高超过 1m 或冒落空洞体积在 1m3的空顶区,要预先插好Φ50 的注浆管在喷浆后进行间断性注泥浆,杜绝巷道发火。3、工作面出现一氧化碳气体时要立即查明气体来源并汇报有关部门采取措施进行处理,否则不准生产。4、有发火预兆时,通灭主管部门必须查明原因,采取相应措施,其设计方案及安全技术措施由通灭科负责制定并落实。5、 为确保工作面在特殊情况下的防灭火(如小窑、 采空区火等),在工作面回风顺槽距材料下山口以东 10M 处按设一道防灭火门,运输巷绕道口以东 10M处按设一道防灭火门;待 208 运输巷后期与 1550 新石门贯通后,在距新石门以东 10M 处按设一道防灭火门。 防灭火门按设尺寸不能影响运料、 运煤及行人。 其门扇门框必须采用金属材料做成,正常情况不按设门扇,但门扇必须做好备用。6、工作面在二号井井田范围内,上部有小窑活动,情况不明,有关业务部门应做好小窑观察及工作面防灭火工作。7、 严格按照 《煤矿安全规程》 第二百四十条、 第二百四十一条、 第二百四十二条、第二百四十四条规定,以及通灭科制定的《44208急倾斜综放工作面注氮灌浆防灭火设计及安全技术措施》执行。第三节 排 水一、设备选型水泵型号、主要技术特征,排水管规格。二、疏排水路线运输巷—→1550东一石门—→1550车场—→副井回风巷—→1600东一石门—→1600中巷—→副井第四节 供 电在运输巷距煤壁 100m 处设置两台移动变电站,一台专供采煤机,供电电压1140V。 另一台供工作面前后刮板输送机,转载机、 破碎机、 乳化液泵、 喷雾泵,供电电压 660V。 移动变电站电源用 UGSP6000 3×35+3×16/3+JS高压监视屏蔽电缆从 1550中变引出经 1550车场、1550东大巷、1550东石门引入。东大巷两条皮带及运输巷第一条可伸缩胶带输送机由 1550中变315KVA变压器直接供电。回风巷用电设备的电源用U-1000 3×50+1×10电缆从1600 采变引入。第五节 照 明 通 讯一、通讯系统1、 回风巷:2、 地面总机→四号井副井→1600车场→1600东大巷→ 1600东一石门→44208回风巷2、运输巷:地面总机→四号井副井→1550 车场→1550 东大巷→(初期)1550 东二石门→(后期)1550 新石门→44208 运输巷工作面每隔 15m 设一台扩音电话用于上下作业人员联系。二、照明系统工作面每隔一副支架装一盏防爆灯,两道每隔 15M 安一盏防爆日光灯照明,具体供电线路及安装方法见机电科编制的“44208工作面照明系统设计”。第六节 灌浆、注氮系统一、灌浆系统地面灌浆站→三号井主井→1600 回风上山→1600 东大巷→1600 东一石门→208 材料下山→44208回风巷→工作面。(见灌浆、注氮系统图)二、注氮系统地面制氮站→四号井工业广场→四号井副井→1550 车场→1550 东大巷→1550 东石门→44208运输巷→工作面老塘注氮点(采空区)。第七节 综合监测、工业电视系统一、综合监测(一)监测内容(二)监测设备名称、型号(三)传感器分类配置表(四)监测系统↗1600 副井车场→1600 东大巷→1600 东一石门→208 回风巷监测分站→各传感器地面监测中心→副井↘1550 副车场→1550 东大巷→1550 东二石门→208 运输巷监测分站→各传感二、工业电视系统↗1600副井车场→1600东大巷→1600东一石门→208 回风巷摄像点地面监测中心→副井↘1550副井车场→1550东大巷→1550东二石门→208 运输巷摄像点第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳 动组 织一、作业方式工作面实行两班生产,一班检修正规循环作业。每开一帮移一次架为一小循环,开两帮放一次顶煤为一个大循环,试生产阶段每两个生产班完成一个大循环。正常生产期间每个生产班完成一个大循环,圆班完成两个大循环。检修班除完成正常的检修内容外,还要安排完成工作面注浆工作。附正规循环作业图。二、劳动组织:工作面采用综合作业组分段作业形式。 各作业组负责本段的移架、 推溜、 清煤、放顶煤工作。检修班实行专业工种包机制附劳动组织表5-1。表5-1 劳 动 组 织 表序号工 种生产一班生产二班检修班小计备注1班 长2验 收 员3采煤机司机4移架工(基本架) 5移端头过渡转载机 6三机司机7泵站工8放煤工9清煤工10放料两道超前维修 11电钳采泵维修工合计在册出勤80%出勤 12材办人员13跟班队长14生产、 机电技术员 15生产队长16机电队长17支部书记18队长合计第二节 主要技术经济指标表 5-2 主要技术经济指标表序号设计项目单位数量备注1工作面走向长度m880平均2工作面倾斜长度m76平均3工作面倾角度43平均4开帮高度m2.65平均放顶煤高度m116平均采放比1:47煤层生产能力T/㎡16.8T8作业方式二采一准三八作业制 9班循环数(大循环)个110日循环(大循环)个211正规循环率%75%以上12小循环进度m0.613班产量T145714日产量T291415日进度m2.416月产量T7430817月进度m6018月进度m6019回采工作面工效吨/工27.220回采工效吨/工38.321工业储量万吨134.122可采储量万吨99.623回采率%81.182坑木消耗量m3/ 万2.54吨25油脂消耗量㎏ / 万吨28026乳化液消耗量㎏ / 万吨52.327截齿消耗量个 / 万吨2028炸药消耗量㎏ / 万吨20029雷管消耗量发 / 万吨2030吨煤成本元/吨16第六章 煤质管理第六章 煤质管理一、煤质指标本矿对煤质无详细指标。二、提高煤质的措施1、严格执行“三检四不上”制度,严禁矸石进入皮带拉进煤仓。2、放顶煤出现矸石时,立即关闭放煤口,停止放煤。3、 加强支架管理,减少跑、 冒、 滴、 漏现象,防止水煤。 淋水较大时,在运输顺槽做挡水墙,压埋管路集中排水。4、煤中矸石较多时,可在皮带巷设专人捡矸,装车外运。5、混入煤中的脏杂物要及时清理。第七章 安全技术措施第七章 安全技术措施第一节 一 般规 定1、 工作面工作人员必须认真学习本 《规程》 ,熟悉各工序的工艺要求和技术操作要领,牢记安全措施、 避灾线路,没有学习和考试不及格者必须补考及格,否则不得上岗。2、 坚持现场交接班制度,各岗位工种、 验收员必须现场交接班,上班遗留下来的问题必须给下一班交待清楚。3、验收员必须按照“三大规程”及“综采工作面质量验收标准”严格验收,对不合格的工程应及时返工处理。4、 工作面上架初采、 收尾、 搬迁、 过石门、 断层带及冒顶处理,改变工艺等特殊情况,区队技术员应制定补充措施,并报生产部和矿主管领导批准。5、其它均按《煤矿安全规程》和各工种《操作规程》的有关规定严格执行。第二节 顶 板 管理1.工作面初采阶段,采煤队对初次放顶要编制专门的初采初放措施。2.工作面初次垮落、初次放顶(含强制放顶)、初次来压及周期来压时,要求工作面支架保持良好支护状态,初次放顶编制专门的初采初放措施,初次来压,周期来压,加强工作面护帮护顶工作及两道超前支护。加快开帮进度。3.煤质松软出现片帮,煤壁打注竹锚杆护帮,并超前架顺山抬棚护顶。4.移架时必须擦顶带压移设,被移支架防滑千斤顶处于活动状态,防滑梁与邻架贴紧,防止移架过程中出现下滑。 支架移设到位后,依靠侧护板千斤顶调整支架间距,控制上邻架顶梁下滑。支架升起后必须接顶严实,支撑有力。5.放顶煤注意事项:(1)放顶煤要严格按照回采工艺中规定的次序、放煤量和轮次进行操作。(2)端头支护和超前支护符合要求,否则不得放煤。(3)放煤时,工作面支架必须在最小控顶距状态下。放煤期间,派专人对放煤点以上 5-10 副支架工作状况进行观察,若支架松动下滑时要及时升紧撑牢。若顶煤垮落边缘超过支架顶梁切顶线时,要立即停止放煤,关闭放煤口。 每付支架放煤后及时重新补压升紧,然后在其它位置开启放煤口放煤。(4)放煤工必须在安全稳定的支架下工作,放煤过程中要掌握好每付支架的放煤量及放煤时间,确保支架顶梁上的顶煤不被放空。 若发现支架有松动或下滑趋势时,应立即停止放煤,并迅速升柱,保证将支架支撑可靠。(5)严禁人员进入采区或上、下隅角无支护空间作业。6.过断层、遇煤质松软、超前片帮措施:(1)工作面过断层,应提前做准备使工作面与断层面斜交,并准备足够的单体液压支柱、 圆木、 荆芭、 板皮、 竹锚杆、 木托板、 塑料网、 金属网,以备垮帮抽顶及时窝梁处理。(2)工作面煤质松软、超前片帮时,采用在支架正前靠顶梁侧及伸缩梁间打注竹锚杆超前牵帮护顶。(3)工作面片帮面积超过4M×1.2M时,采用顶部挂网、单体支柱配合长圆木架顺山抬棚超前支护。(4)当顶煤松软,根据现场情况,割帮时只割底刀,利用伸缩梁或人工清除顶煤,并追机移架,防止抽顶。(5)处理片帮、抽顶事故,必须迅速快捷,自外向里,自边缘向中央,逐步缩小范围,循序前进,由跟班队长及安监员现场指挥监督,并有专人观察顶板(煤)变化情况,做到退路畅通。(6)处理片帮、抽顶等作业,必须先停止采煤机,输送机并闭锁,同时挂好片帮抽顶点以上安全防护网门,片帮抽顶点以下严禁人员行走或作业,防止上部煤块滚落伤人。(7)支架的移设必须坚持擦顶带压移架,架顶煤体破碎有片帮抽顶时,要坚持使用好前探梁及护帮板,片帮深度大于伸缩梁及护帮板伸出范围时,要采取架顶窝梁的措施进行处理。(8)正确使用好支架的防倒防滑装置,若出现倒架、咬架时,要用顶梁,掩护梁的调架装置以及底座调架装置扶架,必要时,可借助单体支柱扶架。(9)扶架前应清理被咬架底座上的障碍物,若顶板破碎时,首先应窝梁护顶,然后方可扶架。(10)扶架作业区内禁止非工作人员停留,与调架作业无关的人员应在扶架作业区上方10m以外的支架厢内。(11)扶架人员要切实做好自身保护,采用挑顶卧底处理压架时,首先应在待处理支架两侧架设临时走向抬棚,或在上下邻架顶梁上窝梁,防止局部冒顶伤人。(12)需放炮处理压架时,必须另行制定专门措施,报矿总工程师批准后,方可作业。(13)出现严重倒架、压架时,要根据具体情况另行制定安全技术措施进行处理。(14)处理倒架、咬架时一定要确保上下相邻支架的稳定性,不得诱发新的倒架、咬架。(15)采用单体支柱扶架时,支柱顶端或柱根与支架及底板接触处要垫木块,防止柱头柱根滑脱,支柱送液操作要缓慢,防止崩脱伤人。第三节 防 治水1.工作面地表裂隙多,断层多,特别加强雨季防洪工程,雨季回采时,班班要有专人观察,发现涌水量突然增大等异常立即撤人,并听从调度指挥。2.二层煤顶板属井田Ⅲ含水层,工作面两道淋水及滴水较大,在运输回风顺槽掘临时水仓,设排水泵集中排水,同时在回风、运输顺槽内打钻插管脱水。3.发现顶板淋水、断层涌水等大的水患时要根据具体情况制定专门措施进行处理。4.严格控制工作面上部采空区及上隅角注浆时间和注浆量,并及时在运输顺槽设挡水墙,防止灌浆脱水大量涌出。5.地测专业每月作地质预报;6.坚持有疑必探的原则;7.疏排水系统畅通保证措施。第四节 爆 破由于二层煤老顶较坚硬,不易垮落,在工作面开采过程中,为防止老顶不落造成悬顶面积大、 大面积垮落时给工作面造成冲击,或顶煤垮落不理想,为提高回采率在煤层爆破平巷及辅助切眼内向顶板施工超前爆破孔进行松动爆破,对顶煤进行弱化处理。一、爆破眼孔施工及眼孔布置:1、由区队技术员编制钻机施工安全技术措施。2、 打眼采用液压75 型钻机配合 Ф50mm钻头打眼。 为保证钻机在辅助切眼内便于打钻,辅助切眼每隔10M向底板方向水平施工钻机平台,确保打钻安全。3、辅助切眼内炮眼布置为每隔 10m 施工一组扇形孔,每组三个,其眼孔深15-20m。 为防止爆破冲击破坏运输顺槽,在辅助切眼下口以上 10m范围内不得布置任何眼孔及放炮。4、 爆破平巷内每隔 10m,向
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