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12150工作面综采放顶煤设计1.工作面概况1.1 概述1.1.1工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1。工作面位置及井上下关系表 表1 水平名称-150采区名称12地面标高(m)247.92井下标高(m)-204地面相对位置本工作面位于井田东部回采对地面设施的影响工作面所在地表没有其他对开采有影响的大型建筑物井下位置及与四邻关系本工作面位于井田东部12采区下山东翼。其东部为井田边界,南部是12190工作面采空区,西部是12采区轨道、皮带下山,北部是尚未开采的12210工作面。本工作面地面区域内地面有观音堂变电站,但已对变电站进行搬迁。走向长度(m)平均565倾斜长度(m)平均120面积() 678001.1.2设计工作面所采煤层及开采顺序本工作面所采煤层为二1煤,为12采区东翼所开采的第5个工作面,煤层厚度由5.310.5m,平均7.6m。1.1.3 该工作面计划接替时间 该工作面为12050工作面的接替工作面,计划接替时间为2012年3月。1.1.4 采煤方法及采煤工艺该工作面采用走向长壁采煤方法,综采放顶煤回采工艺,采用MG-150/368-WD型采煤机双向穿梭割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀,割三角煤采煤,割煤与移架、推刮板输送机顺序进行,采煤与移刮板输送机间隔距离为9-12m,利用采煤机组滚筒叶片和输送机铲煤板将煤自行装入运输机。详见采煤机进刀示意图3 1.1.5 工作面计划安装时间 12150工作面上下顺槽及切眼掘进工程预计于2011年10月完成,于2011年12月份安装。1.2 工作面地质概况1.2.1 工作面煤层走向、倾向、煤层厚度及变化规律工作面煤层厚度511m,平均7.6m,工作面煤层倾角15,煤层硬度:f1。本区段煤层大致呈单斜构造,其产状为:走向5652,倾向为130140,倾角为1022,局部发育有褶曲,工作面煤层情况见表2。煤 层 情 况 表 表2煤层厚度(m)7.6(平均)煤层结构单一煤层倾角()1022开采煤层二1硬度f=0.51煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述灰黑色半亮型粉末状无烟煤,主要呈粉状产出1.2.2 煤层顶、底板岩性根据钻孔资料(1801、18-3)及周围巷道揭露情况,二1煤直接顶为泥岩或砂质泥岩,老顶为中粒砂岩;直接底为泥岩或砂质泥岩,老底为L7-L8灰岩,详见图1煤岩层柱状图:图1:煤岩层柱状图:1.2.3工作面地质变化情况根据-150大巷、12下山、12190工作面及12150运输巷和平回风巷揭露的资料表明,本区段构造简单,大致呈单斜构造,其产状为:走向220230,倾向为130140,倾角为1025,依据任岗井田精查地质勘探报告和本矿地震勘探报告提供资料,本区内无大的断层和褶曲赋存。但是在12150工作面尽头揭露有一条断层,走向120,倾向30,落差预计大于60m,断层均不导水,此断层导致工作面内发育有次生小断层。1.2.3.1断层情况及其对回采的影响,见表3 断 层 情 况 表3断层名称走向/()倾向/()倾角/()性质落差/m对回采的影响F-111020072正4不影响F-24613662正2不影响F-394460正2不影响F-411520557正2.5不影响F-51203060正大于60预留20m煤柱1.2.3.2褶曲情况及其对回采的影响根据12采区西翼工作面采掘情况及该工作面掘进所揭露情况分析,该工作面煤层底板呈一单斜构造,局部倾角较大,在1025之间,由于受东部断层的影响,煤层顶底板局部起伏,对回采造不成大的影响。1.2.4影响工作面回采的其他因素(瓦斯情况、煤尘爆炸指数及煤层开采后发火期)影响回采的其它地质情况(表5)影响回采的其它地质情况表 表5瓦 斯根据任岗井田精查地质勘探报告及我矿2010年度瓦斯等级鉴定报告知,我矿瓦斯相对涌出量为5.47m3/t,绝对瓦斯涌出量为5.18m3/min,属低沼矿井,但在生产过程中应严格标准,做好瓦斯灾害的预防工作,确保生产安全。CO22010年度瓦斯等级鉴定报告知,二氧化碳绝对涌出量为2.38m3/min,二氧化碳相对涌出量为2.57m3/t。煤尘爆炸指数2010年9月洛阳矿山机械检测检验中心对12采区煤样取样进行煤尘爆炸性检验知,煤尘无爆炸危险性,但在回采时,要做好防尘工作。煤的自燃倾向性地质报告提供本矿煤层具有自燃发火倾向,自燃发火期为5-6个月,但2010年9月对12采区煤样进行自燃等级检验,洛阳矿山机械检测检验中心煤炭自燃倾向等级鉴定报告鉴定结果知,自燃等级为三级,不易自燃。在回采期间采空区处理采用全部垮落法管理。地温危害无冲击地压危害无1.2.5 工作面水文地质情况(煤层上覆主要含水层,对开采的影响,预计涌水量)1.2.5.1含水层(顶部和底部)分析1、顶板水:根据12下山及本工作面上、下付巷掘进提供资料知,该工作面顶板砂岩含水层较弱,对工作面回采影响不大,预计回采时局部会出现顶板浸水现象,随着工作面推采,水一般会从采空区流出。2、底板水:任岗井田精查地质勘探报告提供资料表明,本井田属于水文地质条件简单的矿床中的第二种情况:直接充水含水层单位涌水量小于0.1升/秒米。我矿自建矿以来的开拓工程资料表明,本井田内煤层底板中的七八灰岩含水性极差,自开采以来无发现底板突水现象,以此推断在现在开采区域内的承压含水层与开采煤层之间的隔水层能够承受实际水头值,该区域底板水对正常回采不会造成太大影响。 1.2.5.2、其他水源的分析老空水:本工作面下部为12190工作面采空区,局部积存的老空水在工作面掘进过程中已放出,对工作面的回采没有大的影响。断层水:工作面掘进时揭露的断层无水涌出,因此在回采时,不会受到断层水影响。但为了确保回采安全,仍需在回采过程中加强采面水量情况监测,若有异常及时报告调度室,便于及时采取措施进行处理。1.2.5.3涌水量:见水文地质情况表4 水文地质情况表 表4充水因素工作面无水害威胁预计最大涌水量/(m3/h)5 m3/h河流冲刷带无正常涌水量/(m3/h)1m3/h岩浆侵入体、陷落柱无回采影响工作面无重大充水因素及水害威胁1.3储量及服务年限1.3.1储量(一)工作面地质储量工作面倾斜长度平均为565m,可采走向长度平均为120m,煤厚平均为7.6m,容重为1.38吨/米3,平均倾角为16,工作面回采率按93%计算:回采面积:565120COS1670532(平方米)地质储量:705327.61.3873.97(万吨)(二)工作面可采储量可采储量:73.970.9368.8(万吨)1.3.2工作面服务年限由于本矿井设计两个工作面满足矿井生产能力,采用综采放顶煤后一个工作面达设计生产能力,可采期为:68.8301228(月)2 编制的依据及要求2.1 设计有关数据是依据采矿工程设计手册进行编制的。2.2 煤炭生产技术管理基础工作若干规定中华人民共和国煤炭工业部煤生字1997第237号。2.3 煤炭安全质量标准化标准及考核评级办法(试行)河南省煤炭工业管理2007版2.4 煤矿安全技术基础管理 煤炭工业出版社 2003版2.5 综合机械化采煤暂行管理办法(84) 煤生字第640号2.6 高档普采机械化管理办法 (84) 煤生字第812号2.7 关于加强采区设计方案、采区设计、回采和掘进作业规程技术管理的规定(86)煤生字第633号2.8 煤矿安全规程2011年版2.9国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知(国发201023号。2.10国家安全监管总局国家煤矿安监局关于发布禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第三批)的通知安监总煤装201117号,单体支柱放顶煤(不包括悬移和滑移支架放顶煤)开采工艺自发布之日起1年后禁止使用。2.11开发利用方案是依据煤炭工业部武汉煤炭设计研究院设计的河南省密县任岗矿井初步设计说明书及12采区设计说明书进行设计的。2.12地质资料是依据河南省新密煤田任岗井田精查地质勘探报告、河南省新密市恒泰煤业有限公司生产矿井地质报告和地测部门提供的工作面地质说明书所提供的资料:地质说明书批准日期为2011年9月。2.13郑煤2011114号关于印发规范全市地方煤矿采掘工程技术管理暂行规定的通知。3. 巷道布置3.1 工作面开采方向及布置原则 12150 工作面开采方向由东向西后退式进行回采,工作面上下顺槽布置在二1煤层中,施工过程中巷道紧跟煤层底板,巷道方位53。3.2 上下顺槽的布置及与采区主要巷道的相互关系上顺槽从12皮带下山开门,从12轨道下山下部穿过,沿煤层底板掘进,方位53,12轨道下山与12150工作面上顺槽采用甩车场连接;下顺槽从原12190工作面回风巷绕巷开始沿煤层底板掘进,方位53,西部与12采区回风下山直接连接,与12皮带下山采用溜煤囤连接,与12轨道下山采用绕巷连接。3.3.1 与邻近采空区煤柱情况 12150工作面上部是未开采的12210工作面,下部沿12190工作面采空区掘进,无煤柱。3.3.2顺槽断面规格、支护形式、长度、掘进方式及其主要用途。12150工作面上下顺槽采用29U型钢半园拱支护,断面尺寸(宽高)4.1m3.2m,巷道净断面面积11.2平方米,掘进断面面积为13.4平方米。上顺槽长度 m,采用风镐破煤,主要用于进风、运料。下顺槽长度 m,采用掘进机掘进,主要用于运输、回风。3.4 切眼布置形式、长度、断面规格及支护要求 切眼垂直上下顺槽布置,方位143,长度120m,断面规格为62.4m,采用坑木密口棚支护。3.5 溜煤眼个数及与运输巷道相互关系 本工作面布置一个溜煤眼与12皮带下山连接,位于12150工作面下顺槽一架皮带头处,溜煤眼深度3.9m。详见图2,工作面巷道布置图。 4. 工作面主要技术参数4.1 工作面倾斜(走向)长度及推进长度12150工作面平均走向长度565m,倾斜长度120m,月计划推进长度30m。4.2 采高及其确定依据本工作面采高为2.0m,是依据本矿多年炮采放顶煤采高的经验及支架高度15002600 mm进行确定的。4.3 作业制度本工作面采用三八制进行作业,一班采煤,一班放煤,一班准备。4.4 工作面设备选型及技术特征4.4.1 选型原则和依据4.4.1.1液压支架选型设计及支护选择的依据伪顶为泥岩0.20.5米,随采随落,采面直接顶为砂质泥岩,厚度为1.10米,跨落性好,应加强顶板管理。采面底板为砂质泥岩,厚度6.38米。顶板压力估计Qn=9.768KM0.21R(该公式为中国矿大综采放顶煤理论与实际)式中:Qn支架额定支护强度 M煤层最大厚度K备用系数取1.1 R岩石容重取25KN/m3则:Qn=9.6781.19.60.2125=0.43Mpa4.4.1.2单体液压支柱炮采我矿自1996年投产以来一直采用走向长壁炮采放放顶煤,单体液压支柱配丌型钢梁对棚支护,两梁5柱,主梁、付梁交替迈步前移,梁长2.2m,荆笆椽子背帮背顶。这种采煤方法虽然带动了矿井开拓布置和巷道布置的重大变革,实现矿井生产的高度集中化,具有资源回收率高,掘进率低,采面单产和回采工效相对较高,初期投资少,配套设备要求低,适应性强等优点,但这种采煤方法人工移梁,人工回柱,工人的劳动强度大,材料消耗量大,顶板压力较大。在开帮时往往出现顶部接茬不严漏顶现象,容易出现冒顶,支柱形成最大空项距时,主副梁与支柱扭距大,支护稳定性差,易发生顶板事故。放顶时冒落矸石块度大,经常撞倒工作面基本柱。另外当工作面来压,棚子变形严重,支柱严重插底,需用托梁棚子或戗棚临时加强工作面支护,工作面安全系数低。安监总煤装201117号文规定单体支柱放顶煤(不包括悬移和滑移支架放顶煤)开采工艺自发布之日起1年后禁止使用。4.4.1.3悬移支架炮采及放顶煤悬移支架是悬移顶梁单体组合式液压支架的简称,是介于大型综采支架和单体液压支柱之间的一种新型支护设备。悬移顶梁液压支架主要由并列支撑顶板的左右两顶梁,顶梁中的伸缩梁及连接装置,在液压油缸的作用下,实现支撑移动一体化,有较为广泛的适应性与一定的灵活性,实用性强,即可用于缓斜厚煤层中进行分层开采,又可用于一次采全厚放顶煤开采。是一种使用地域广的支护设备,悬移支架放顶煤是能够把复杂条件下难采低产的煤层变成易采高产煤层。它改变了单体支柱需人工挂梁与人工回柱,人工移柱的移架操作方式,实现了工作面支架移设的液压半自动化,基本做到了及时支护与稳定支护,既发挥了单体液压支柱本身的工作特性,又改善其强体力操作方式与阻断性的支护工艺,使采煤工艺接近于连续化进行,简化劳动工艺,提高劳动效率,减轻劳动强度,提高工作面安全性。初选机采悬移支架支架参数如下:支架型号: ZH2000/20/28Z支架高度: 18002600支架长度: 3400(中间架)、4200(端头支架)循环步距: 600mm(配套推进油缸行程650mm)伸缩梁长度: 800mm 伸缩梁外露长度:200mm支架间隙: 40中心距: 1000支柱数量: 4根(125)支柱行程: 800工作阻力: 2000KN初撑力: 1545 KN支护强度: 0.480.57MPa最大控顶距: 4200泵站压力: 31.5 MPa工作液: M10乳化液适用范围: 工作面倾角180存在问题:悬移支架的顶梁较重、重心较高,承受偏载能力差,支架不太稳定,顶梁与支柱联接方式不太理想,底板较软时支架易插底,当顶板起伏高差过大时,易损坏支架联架器等。(1)悬移支架炮采炮采工艺劳动强度没有降低,劳动效率提高不理想。(2)悬移支架机采采煤工作实现了机械化,产量提高,设备投资少;支架的架设和回撤工作仍较为繁重,在顶板管理方面还显得比较薄弱。为给采煤机保留足够的工作空间,在采煤机推移过后,局部出现悬臂梁结构,此时支架重心不稳定,容易出现支架前倾危险。4.4.1.4综采放顶煤近年来,我国液压支架的研制工作发展很快,从基本上依靠进口,发展到自行设计、自行制造,而品种繁多、功能齐全、质量可靠。液压支架是在摩擦支柱和单体液压支柱等基础上发展起来的工作面机械化支护设备。它与滚筒采煤机、可弯曲刮板输送机、转载机及胶带输送机等形成了一个有机的整体,实现了包括采、支、运等主要工序的综合机械化采煤工艺,从而是使采煤技术进入了一个新的阶段。液压支架能可靠而有效地支撑和控制工作面顶板,隔离采空区,防止矸石窜入工作面,保证作业空间,并且能够随着工作面的推进而机械化移动,不断地将采煤机和输送机推向煤壁,从而满足了工作面高产、高效和安全生产的要求。液压支架是综采设备的重要组成部分。它与采煤机配套使用,实现采煤综合机械化,解决机械化采煤工作中顶板管理落后于采煤工作的矛盾,进一步改善和提高采煤和运输设备的效能,减轻煤矿工人的劳动强度,最大限度保障煤矿工人的生命安全。液压支架适应性强。液压支架倾角应用中已可达35,新支架适应倾角已达55,综合机械化采煤工作面向大功率、电牵引、程序化发展。在综采设备投资中,液压支架占投资总额的60%70%以上。近年以来采煤方法得到迅速发展,生产技术指标明显改善,普通机械化采煤工作面的装备发展较快, 综采放顶煤是我国煤矿厚煤层开采技术的一项重大突破,可以实现高产高效的目标,已被人们所共识,解决了放顶煤开采的顶板控制、煤炭回收率、灾害防治等问题,是当前和以后煤矿安全生产的关键。液压支架机采(综采)即综合机械化采煤工艺,实现破、装、运、支、处五个主要生产工序全部实现机械化。是目前我国最先进的采煤工艺。综采的特点:高产、高效、安全、低耗。综上述,结合我矿地质条件及国家煤矿安全生产要求,我矿选用走向长壁采煤方法,综采放顶煤采煤工艺。4.4.2 液压支架(单体液压支柱)端头支架、过渡架技术特征12150综采工作面液压支架选型如下:(1)中部支架ZYF2800/15/26 71架(2)过渡支架ZYFG2800/15/26 2架(3)排头支架ZFG3200/16/26 4架选型液压支架参数如下:支架中心距: 1500 mm支架高度: 15002600 mm支架宽度: 14001570 mm工作阻力: (P=40.4MPa) 2800 KN初撑力: (P=31.5MPa) 2180 KN平均支护强度: 0.5MPa对底板比压(平均)1.06MPa立柱:2根缸径:210 mm 柱径:200 mm工作阻力 (P=40.4MPa) 2800 KN伸缩梁千斤顶:2根缸径:100 mm 柱径:70 mm推力: 247 KN 拉力: 126 KN行程: 800 mm平衡千斤顶:1根缸径:160 mm 杆径:105 mm推力: 764 KN(P=38MPa) 拉力:548 KN(P=38MPa)尾梁千斤顶:2根缸径:140 mm 杆径:85mm推力: 584 KN (P=38MPa) 插板千斤顶:2根缸径:80 mm 杆径:60mm推力: 158 KN 行程: 450mm推移千斤顶:1根型式:正装、差动缸径:160mm 杆径:85mm推力(移架力):633 KN拉力(推溜力):306 KN行程: 700 mm后溜千斤顶:1根缸径:100mm 杆径:60 mm拉力: 158 KN行程: 700 mm侧护千斤顶: 3根缸径:63 mm 杆径:45 mm行程: 170 mm抬底千斤顶: 1根缸径:100 mm 杆径:60 mm拉力: 247 KN行程: 695 mm支架重量: 11.2t中部支架ZYF2800/15/26型支架支护强度为0.5Mpa, Qn=0.43 Mpa0.5Mpa。故,支架能够满足支护强度要求。支架宽度: 14001570 mm工作阻力: (P=40.4MPa) 2800 KN初撑力: (P=31.5MPa) 2180 KN平均支护强度: 0.5MPa对底板比压(平均)1.06MPaZYF2800/15/26掩护式支架工作阻力为2800KN(P=40.4Mpa),初撑力为2180KN,(P=31.5Mpa),底座比压为1.06Mpa4.4.3采面支护选择工作面顶板管理采用支撑掩护式支架,ZYF2800/15/26中间架71架和ZYFG2800/15/26过渡支架2架, ZFG3200/16/26 排头支架4架,可满足生产需要,采空区采用全部垮落法管理顶板。4.4.4 采煤机技术特征本工作面采煤机选型为 MG150/368-WD 1部技术特征如下:(1)、适用煤层条件: 采高范围(m) 1.62.9下 切 量(mm)240 铲 间 距(mm)190 煤层倾角(仰采) 20(局部) 工作面倾角 15 煤质硬度 f1 (2)、整机参数: 机面高度 (mm) 1160 最大采高 (mm) 2900 下 切 量 (mm) 240(中部) 过煤高度 (mm) 500摇臂摆动中心距 (mm) 6000 滚筒直径 (mm) 1600 截 深 (mm) 630装机功率 (kW) 2150+230+7.5 牵引方式 交流变频调速、电机驱动齿轮销轨式无链牵引 牵 引 力(kN) 420253 牵引速度(m/min) 07.712.7(3)、电机:截割电机 牵引电机 调高泵电机 功 率 150kW 30kW 7.5kW 电 压 1140V 380V 1140V转速 1470r/min 0-2440r/min 1470r/min冷却水量 25L/min 20L/min 10L/min冷却水压 1.5MPa 1.5MPa 1.5MPa (4)、操作方式: 中部手控(开停机、停运输机、调速换向) 两端电控(停机、调速换向、调高) 无线遥控(停机、调速换向、调高)(5)、冷却和喷雾:各电机、电控箱、摇臂、调高油箱分别冷却。 供水压力: 3.0MPa 供水流量: 250L/min 供水管径: KJ25mm(6)、进线电缆:拖缆方式:自动拖缆电缆规格: 一根 MCP-0.66/1.14 395+125+410 外径6566.5(7)采煤机技术要求1、牵引电气拖动采用一拖一,芬兰ABB四象限变频器,即由二台变频器分别拖动二台牵引电机。2、采用日本三菱可编程控制器PLC控制,全中文液晶显示系统,具有智能故障自诊断系统,保护齐全、查找故障方便。3、控制系统可靠,具有手控、电控、无线摇控三种操作方式,可以在采煤机中部或两端操作。4、截割部设有齿式离合器及机械保护装置,以实现离合滚筒及电机、机械传动系统过载保护。牵引部设有扭矩轴机械保护装置。5、截割部行星头油池与臂身油池采用分腔润滑。6、关键部位轴承及油封采用优质进口产品。7、采煤机设紧急停机开关,在紧急情况下能立即停止采煤机。8、电气控制系统应具有过载、过流、过压和欠压保护及接地漏电保护,对电机的温度保护。9、调高系统液压元部件均集成安装于调高泵箱中,液压元件均采用成熟定型的产品,系统简单、管路少、可靠性高。 10、强力滚筒、镐型截齿。11、导向滑靴增加强度,以适应矿方局部仰俯采要求。12、截割电机使用西北电机,牵引电机、泵电机使用抚顺电机。13、滑靴、导向靴与运输机相匹配,滑靴、导向靴、花键轴为易损件(不属于三包范围)。4.4.5 工作面运输机(综放工作面包括后运输机)技术特征(1)前部刮板运输机SGZ-630/220 1部(2)后部刮板运输机SGZ-630/220 1部技术特征如下:4.4.6 顺槽转载机技术特征转载机 SZZ730/110 1部技术特征如下:4.4.7 顺槽胶带运输机技术特征运输巷内铺设一部转载机,型号为SZZ-730/110,铺设DSJ80/40胶带运输机两部,一部胶带机长度35m,二部胶带机长度600m。4.4.8配套基本要求(1)前、后部输送机采用端卸方式,机头链轮中心高度650mm、机尾链轮中心高度650mm,销轨节距125mm。(2)前部运输机与所有支架的连接耳子均为双耳,耳厚50,挡距86,连接孔为52。支架与后部溜槽的连接采用软连接形式。(3)输送机机头、尾各设3节变线,总变线量75mm。(4)采煤机滚筒直径1600,中部采煤机卧底量不小于240mm。(5)拉移链与后部输运机联接销由输运机厂家提供,拉移链与支架联接销由支架厂家提供。4.4.9 浮化液泵站技术特征4.4.9.1采用BRW125/31.5型乳化泵供液4.4.9.2乳化泵型号及主要技术参数: 型号:BRW125/31.5 流量:125L/min 配套功率:75KW液箱型号:XR125/10 整机重量2000Kg该工作面供液系统采用BRW125/31.5型两泵一箱相配套,一台工作,一台备用,由控制装置、工作机构、辅助装置,所组成的液压系统;介质:乳化液为95%97%的水与3%5%的液压油人工配比。4.4.9.3乳化泵站的使用规定1、开泵前检查泵及油箱各部件是否齐全、完整、紧固可靠、2、检查卸载阀和安全阀的动作压力是否调整合适,不准用安全阀代替卸载阀。3、检查完毕无问题后,打开手动卸载阀,启动电动机,检查电动机旋转方向是否和箭头指示一致。4、电动机运转正常后,打开泵头上放气丝堵,待空气排除后,再拧紧丝堵,然后关闭卸载阀,注意观察压力的指示情况。5、运行正常后,检查各部温度是否正常,运转声音是否正常,柱塞腔液压是否合适,过滤器是否损坏或很脏而失效。6、正常情况下,不经工作面人员允许不得停泵,如发现异常情况必须停泵检查处理,待检查完好后,才能投入运行。4.4.10移动变电站参数:产品型号:KBSGZY-1250/6额定容量:1250KVA变压组合: 高压:6KV 低压:1.2KV损耗:空载:2750W 负载:6500W空载电流:1.0%短路阻抗:4%重量:7610KG外形尺寸:4040X1175X1590MM(长X宽X高) 轨距:6004.4.11 轨道巷设备布置、设备型号及设备主要技术参数4.4.12工作面机械设备配备及技术特征一览表 表6设备名称型号单位数量主要技术特征生产厂家备注中间液压支架ZYF2800/15/26架71F额=2800KN平顶山煤机厂重量11.2t/架过渡支架ZYFG2800/15/26架2F额=2800KN平顶山煤机厂排头支架 ZFG3200/16/26 架4F额=3200KN平顶山煤机厂乳化液泵BRW125/31.5台2额定工作压力:31.5MPa 额定流量:125L/min 电动机功率:75KW无锡煤机厂前后部刮板输送机SGZ-630/220 部2额定电压: 660V 额定功率 : 75KW输送量: 250T/h 链速:0.868金牛煤矿机械公司前后各一部,中双链转载机SZZ-730/110台1额定电压: 660V 额定功率:40KW输送量:150T/h 链速:0.86金牛煤矿机械公司机巷胶带输送机STJ800-40架1额定电压: 660V 额定功率:40KW输送量:400T/h 带速:2m/s回柱绞车JH-20台6牵引力:20T 电动机功率:kw潜水泵BQW-1530-4台2采煤机MG150/368-WD台1西安煤矿机械公司交流变频电风煤钻台27 顶板管理7.1、正常工作时期顶板支护方式根据地质资料我矿顶板级,确定采用全部垮落法控制顶板,采空区顶板随支架前移自行垮落充填。最大控顶距为6m,最小控顶距5.4m,放顶步距0.6m。工作面采用及时移架支护,即采煤机割过后及时移架,移架在采煤机割过后6架进行,超过此距离或发生片帮冒顶时,必须停止割煤。7.2正常工作时期的特殊支护形式1、如果顶板破碎,必须采用立即支护,即采煤机后滚筒割过后,带压及时移架。如果片帮超过0.6米时,必须超前进行支护。7.3特殊时期的顶板控制(一)工作面初采、初放措施1)、工作面初采措施1、开工前要对工作面所有设备进行一次全面检查,台台设备达到完好标准,各部件齐全,连接件坚固可靠,油量适当。2、指派有经验的工人,对采煤机、运输机、乳化液泵站等设备进行15-20分钟试运行,对运转中出现的问题及时处理。3、开工前两巷及超前支护区段内,工作面上、下安全出口范围内的杂物进行清扫,备品、备件放入工具箱内,并清理煤墙侧及运输机内的浮矸、杂物。4、开工前应将工作面通讯设施上齐,工作面运输机头配备一台调度电话。5、架好两巷20 m以内的超前支护,两巷失修的巷道要进行维修,断梁折柱及时更换。6、开工前工作面和两巷所需要的材料要备够,放在风巷料场,码放整齐。7、悬挂好工作面及两巷的水管、电缆及照明。8、各转载点洒水设备齐全,架间喷雾符合规定要求。9、泵站列车、油桶处各配两台灭火器及砂箱,并设专人看管。10、机巷安装的瓦斯监测报警仪,任何人不经允许,不得擅自拆卸或甩掉。11、两巷各种牌板和规章制度悬挂整齐、齐全。12、工作面顶板破碎处,出现空顶时要用大板或原本将顶刹实背严。13、试运转期间,各工种要密切配合,协同作业,现场必须有班队长指挥。2)、顶板管理措施1、当顶板破碎时,采煤机后滚筒过后3-5米必须进行移架或前滚筒割出一组支架宽度的顶板后,停机移架维护顶板,逐架进行。2、顶板破碎时要严格控制采高,采高不得大于2.2 m,确保支架前梁接顶严密。3、若顶板破碎并有冒顶或空项时,应立即进行刹顶背帮,然后再进行割煤。4、两巷动压区要做好护帮工作,及时处理片帮、掉顶,防止顶板流碴范围扩大。5、人作面在开工前要备齐单体柱及其它支护材料,两巷老塘处及动压区的超前支护按措施要求支设完备,否则不准开工。6、煤壁片帮要及时超前移架。7、贴帮柱必须打在硬底上,严禁打在浮煤上,并有防倒措施。8、工作面过地质构造时,要根据现场的实际情况调整采高。需要挑顶或落底时要及时进行。需要留煤顶或留设底煤时及时留设。9、工作面初次放顶必须按措施执行,加强对顶板、煤壁及两巷超前段的观察和维护,准确预测来压步距,以便加强顶板管理。10、初次放顶期间两巷老塘侧回柱前要补齐柱子,打好托棚可戗棚,否则不准进行回柱工作。11、处理片帮、冒顶事故时,必须坚持迅速快捷,缩小范围,自外向里,由边缘向中央,循序进行。现场要有安全负责人,统一指挥,分工明确,协调作业,并有专人观山,退路要畅通,物料充足,工以具齐全。12、处理顶板问题时严禁空顶作业。3)、初放措施1、在初采初放过程中严格执行煤矿安全规程对采煤工作面初次放顶安全技术管理规定。2、初采开始前两泵一箱和工作面液压管路系统必须齐全完好,通讯电话畅通。3、机、付巷超前支护确保不低于20 m,且单体柱不卸载,支柱要有防倒柱措施,底板松软时要穿柱鞋,保证初撑力不低于5Mpa。4、机、付巷监测系统及防尘等安全设施,不上齐不得开工。5、切眼内及构造处顶板破碎段,在回采过程中要加强顶板管理,杜绝冒顶现象。当煤壁出现片帮、掉顶时应及时支护,刹实封严。6、严格工程质量管理,班组长要严格按标准验收,确保工程质量。7、加强工作面、下出口及三角煤区域的支护,确保工程质量。8、泵站必须按矿规定压力达到30 Mpa以上。9、提高支架的初撑力,初撑力达不到的,要通过补液达到规定的要求。10、及时调整歪斜支架,使支架顶梁与顶板严密接触,达到充分支撑顶板的作用。11、加强检修力度,确保工作面支架不窜液、漏液、无卸载支柱。12、初采期间,要备足各种支护材料,如圆木、大板、单柱体,等,以防老顶来压发生事故。13、初采期间,要加强通风、瓦斯、顶板管理,发现意外情况及时处理。14、初采期间,要不断调整工作面伪倾斜,使运输机与转载机搭接合理。15、压力较大时,对于两巷的出口要打支柱或托棚支护,确保安全出口畅通。16、在放顶期间,必须设专人注意突水预兆,当工作面及其它地点有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大时,顶板杰压,底板鼓起或产生裂隙出现渗水,水色发浑,有臭味时,必须停止作业,采取措施,立即报告调度室,并组织人员撤离。17、其他按煤矿安全规程及有关规定执行。(二)停采前的顶板控制停采前工作面顶板管理。工作面停采前距停产线20米时要降低采高,距离停采线13米时准时准备上网上绳。具体规定要制定专门的措施报批。(三)薄煤带及顶板破碎时的顶板控制1、工作面过薄煤带时应加强支架、机组、转载机、运输机、破碎机检修严禁“带病”运转。2、采用带压移架超前支护。3、坚持一步三调,相邻支架错差不大于顶梁测护板2/3,不挤不咬不倒,保持良好支护状态。8 轨巷、运输巷及端头顶板控制8.1工作面两巷及端头顶板管理 1、两巷为29U型钢支护,净宽4.1m,净高3.2m。需用3.6米型钢梁配合2.8m单体柱替换U型钢支护,棚距为0.6m,每次替换U钢棚的长度保证1.8-3m,再用2.4m型钢梁配合2.8m单体柱进行超前支护,同时保证两排单体柱之间不少于0.7米人行道。2、机巷转载机及皮带上下帮用型钢梁,配合2.8米单体柱各打一排托棚成一直线,一梁二柱(木大梁一梁三柱),并及时悬挂防倒绳,支柱迎山有力,巷道高度不低于1.8米。3、付巷用单体柱配合型钢梁配合2.8米单体柱,要距巷道上下帮煤壁0.20.5米机付巷保持20米以上的超前支护,双15米交错迈步使用。4、端头支护:采用ZFG3200/16/26 排头支架4架前后端头各两架,架设于机头与机尾的上方。8.2 工作面及两巷的支护质量要求见表7表7 工作面质量标准化表工序质量特征技术特征割煤方式端部斜切进刀,双向割煤,端头自开缺口采高均匀采高2.2米,误差儿100毫米。煤壁直煤壁直,无伞檐。顶底板平不留底煤无台阶,不丢底煤,掉顶高度小于300毫米。移架支架直支架成一直线,偏差儿100毫米。支架正支架与顶地板垂直,歪斜度 5度顶梁平最大仰角小于7度,邻架错差不超过侧护板的2/3。间距匀升的紧移架步距支架中心距1.5米,错差 100毫米。初撑力大于20 Mpa,梁端距小于300毫米。移架步距550毫米推溜溜子直垂直弯曲度小于2度,弯曲段大于15米。溜子平上下弯曲度小于3度移溜顺序单向自下往上推移放煤放煤步距0.55米,一刀一放。放煤方式多轮、顺序、间隔、等量、上行放煤两放煤口间距不小于3米两巷超前支柱必须打成一条直线,误差不超过100毫米。达到高宽平直净且有不少于0.7米宽,1.8米高的人行道,巷道替棚段高度不低2.0米,其它巷道不低于1.8米,且顶帮背实严刹实,单体柱初撑力5 Mpa。8.3 矿压观测工作面每架支架安设一块压力表,每次移架后要搞好矿压观测。压力表上要有保护罩,条件变化需爆破时,要有保护压力表的措施。9 生产系统9.1 一通三防9.1.1通风系统(见附图2)1、新鲜风流:主(副)斜井井底车场-150皮带巷(轨道巷)12皮带下山(12轨道下山)12150进风巷工作面。2、乏风流:回采工作面12150回风巷12采区回风下山12采区回风平巷回风上山立风井地面。3、采面风量计算:(1)按采面同时工作最多人数进行计算:Q=4NK=4701.45=406(m3/min)式中:回采工作面所需风量:每人每分钟所需风量N:回采工作面同时工作最多人数,取70:风量备用系数,取1.45(2)按造成采面良好气候条件计算:Q=60VS=601.38.14=635(m3/min)式中:V:工作面理想风速 (工作面温度为2224时,适宜风速为1.21.5m/s,取1.3m/s)S:工作面净断面(按工作面最大和最小控顶面积的平均值计算8.14m2)(3)按照工作面瓦斯涌出量计算:Q=100QCH4K/Cg=1002.381.6/1=380(m3/min)式中:QCH4:采面瓦斯绝对涌出量,取2.38m3/min。K:采面瓦斯涌出不均衡系数 ,取1.6Cg:工作面回风流中瓦斯最高允许浓度,取1(4)风速验算:按最低风速验算:Q15S=158.14=122.1(m3/min)按最高风速验算:Q240S=2408.14=1954(m3/min)(5)风量确定:依上述计算,另据我矿的开采情况,结合炮采工作面实际供风量,12150采面配风量应为635m3/min,即可满足安全生产。9.1.2瓦斯检测 (一)、瓦斯检测工作面投产前,按设计安装一部甲烷传感器,设在回风巷距安全出口1015m处,报警浓度1.00,断电浓度1.0,复电浓度1.0。 断电范围为采煤工作面及其上、下顺槽所有非本质安全型设备,要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确,并按规定进行校验,保证其断电功能可靠。 瓦斯报警或瓦斯断电必须立即停止工作,切断电源,撤离人员,向调度及值班矿长汇报,进行处理,待瓦斯浓度降到安全范围后,经瓦斯检查员确认无误,方可送电恢复生产。瓦斯检查工和瓦斯监测工必须严格按照矿井作业操作规程和规章制度的内容来执行。9.1.3综合防尘系统工作面在回采时,进行中孔和浅孔注水相结合的方法以便改善工作面的工作环境和进一步达到降低煤尘的效果。 根据本矿实际情况,所采煤层为二1煤,生产中呈粉状产出,煤体透水性差的特点,采用在煤壁卸压带进行浅孔和中孔相结合的方式进行煤壁注水,该区域次生裂隙发育,注水区透水性变强,有利于充分湿润煤体。采面进风巷设置一道净化水幕,回风巷距工作面50m范围内设二道降尘水幕。各转载点设置降尘喷头,水压应确保喷头喷水为雾状,提高降尘量,减少巷道积水。9.1.4防火与隔爆措施(一)防火1、消防管路从-150大巷主防尘管路引一趟2吋支管至工作面,消防管路每隔50m设置支管和三通阀门,消防水池必须经常保持不少于200m3的水量。2、井下使用易燃物必须存放在盖实的铁桶内,用过的棉纱、布头和纸也必须存放在盖实的铁桶内,并由专人定期送往地面,不得乱仍乱放,严禁将剩油、废油留在巷道内。3、严禁明火作业和电器设备失爆。4、工作面和回风流中的电器设备附近必须备有不少于2个合格的灭火器,1把铁锨和0.2m3的灭火沙。灭火器必须悬挂,距地面不得少于0.3m:消防锨和灭火沙不得挪作它用。5、电器设备着火时,先切断电源,然后用沙子灭火。6、井下工作人员必须熟悉灭火器的使用方法和存放位置。(二)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施工作面回风流的巷道中必须设置辅助隔爆水棚。辅助隔爆水棚棚区长度为2025m。水量不少于200L/m2。首列水棚与工作面的距离保持在60200m范围内。水棚距离顶梁、两帮的间距不得小于100mm,距离巷道轨道面不小于1.8m。9.2 安全监控系统为及时了解、掌握12150工作面的安全状况和有关设备的运行情况,必须在12150采面及上下付巷安装安全监控设备。利用各监控设备反馈的信息,通过生产调度更好地协调、指挥生产。(一)安全监控设备的设置1、通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域。12150工作面安装五种安全监控设备:一个监测分站(型号KJ2007G1)、一个断电器(型号KHJ6.3)、四个甲烷传感器(型号为KG9701)、两个风门传感器(型号KJF15)、四个开停传感器(KGT2A)。甲烷传感器分别安装在采面下隅角、采面下安全出口小于10m处和回风巷口1015m处,采煤机,负责监控12150工作面、采煤机及回风巷的瓦斯情况,当瓦斯浓度超过1.0%时,瓦斯传感器将会发出警报声;开停传感器安装在各设备开关控制电缆上;断电器安装在12采区变电所内。2、电源电缆及信号电缆敷设(1)电源电缆:由采区变电所引出两条动力线电缆,一条沿进风巷敷设,一条沿回风巷敷设至工作面,负责12150工作面电气设备的用电。(2)监控电缆:两路监控线电缆,一路沿12150进风巷敷设至工作面上隅角;一路沿运输巷敷设至采面机头处。3、里外甲烷传感器报警点、断电点、复电点及断电范围: 表8报警点断电点复电点断电范围上隅角T010%15%15%工作面及其回风流内所有非本安全型电气设备里侧传感器T110%15%10%外侧传感器T210%10%10%采煤机T310%10%10%采煤机电源(二)安全监控设备的安装、使用和维护。1、安装断电控制系统时,必须根据断电范围要求,提供断电条件,并接通井下电源及控制线。2、安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少1次。每7天必须使用校准气样和空气样调校1次,每7天必须对CH4超限断电功能进行测试。3、必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和监测结果报监测值班员,如二者读数误差大于允许误差时,必须在8小时内对两种设备调校完毕。4、安全监控系统中心站,必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。5、安全监控室值班员必须每天打印瓦斯监测日报表,并报总经理和技术负责人审阅。9.3 运 输 系 统 1、运煤:回采工作面12150运输巷(下顺槽)12皮带下山 -150皮带巷井底煤仓主斜井皮带地面皮带走廊煤场。详见图7图7 运煤系统图2、运料:地面木料厂副斜井井底车场-150轨道巷12轨道下山12150回风绕道12150回风巷工作面。3、胶带输送机必须装设防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置、温度保护、烟雾保护、自动洒水装置。4、在主要运输巷道内安设的带式输送机还必须装设:输送带张紧力下降保护装置、防撕裂保护装置,在机头和机尾防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触的防护栏。5、移动刮板输送机时,严禁顶伤人员和损坏设备,刮板输送机的机头和机尾必须打牢坚固的点柱。9.4 排水系统工作面正常涌水量预计12m3/h,由于工作面下部是12190工作面老空区,采面即使有积水也会流入下部老空区。因此,该工作面不存在积水问题。若巷道内有防尘水积存影响生产时可在运输巷下帮掘进一小水仓,安装潜水泵排出。9.5 供电系统12采区变电所12皮带下山12150运输巷(12150回风巷)工作面及各配电点。详见图9图9:12150工作面供电系统图9.6 照明、通信和信号1、该工作面要设防爆电话直通调度室,大巷采用防爆日光灯照明,个人照明为每人一盏矿灯。2、小绞车运输时,必须安装声光和红绿灯指示信号,并能够正常使用。10 劳动组织和主要技术经济指标10.1 劳动组织一、作业方式采用“三八”作业,一采两准,即八点班采煤,四点班放煤、零点班准备和检修。二、劳动组织见表9劳动组织一览序号工种出勤人数合计采煤班放煤班检修班1跟班队长11132支柱工32273采煤机司机334移架12125打眼注水4376机付巷开水泵11137运料448电、机修2210149溜煤眼打渣44810看工具111311冲刷煤尘4412前后付巷U型钢外运6613两巷回收22414前后超前门替棚8815巷修10102016机付巷清煤44817开管皮带44818开转载机11219采面溜子22420看变电站开乳化泵111321送班中餐222622掐管子、掐皮带尾2223卸机电、运输、排水设备22424移转载机2225管理4426班长及负责333927其它6661826合计64526017610.2主要技术经济指标11 煤质管理1、队成立煤质管理小组,成员有
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