BDY型并联顶梁液压支架放顶煤说明书Word格式文档下载.docx
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煤尘爆炸指数
46.3
(三)顶底板特征
顶底板
岩石类别
厚度
岩性
顶
板
老顶
灰色细砂岩
直接顶
灰白色细砂岩
30~80
伪顶
1~0.5
底板
深灰细砂岩
3
(四)储量
煤层各称
工作面尺寸
平均煤层
厚度(M)
地质储量
(万吨)
可采储量
工作面回
采率
走向(M)
倾向(M)
11号层
620
120
9.68
96.6
85
88%
(五)简要说明(构造、赋存、水文、煤与瓦斯突出等)
一、地质构造:
本区地质构造较复杂,较大断层有F17、T9。
F17为正断层,走向NE、倾向SE、倾角53º
~69º
,落差25米~75米,该断层属线间正断层。
T9断层为平推断层,走向NE、倾向SW、倾角20º
~25º
左右,落差10米~800米;
较小构造有F、F1,两构造均为上段开采实见,F断层为正断层,走向NE,倾向SE,倾角55º
,落差5米左右,F1断层为反倾正断层,走向NE,倾向SE,倾角55º
,落差5米左右。
在本段机道掘送过程中实见两个小断层,落差2米左右,对采区开采有一定影响。
二、煤层:
本区11号煤层全区发育较好,煤层结构较简单,厚度变化不大,浅部一般在10米~13米,但在本区根据钻孔见煤情况看煤厚有所增厚;
煤层底板往上3.5米左右,有一层0.05米至0.1米的灰色细纱岩。
煤层顶板向下0.6米至1.0米有3~5条黄色矸线,可做本煤层的标志;
且煤层底板向下3米左右,向南间距增大至10米以上,有一层3米左右薄煤,既11~2煤层,厚度在2米左右煤质较好,可做本煤层标志。
煤质,煤层均为灰黑色和黑色,玻璃光泽和树脂光泽,硬度属于中硬煤,煤岩类型半亮煤为主,半暗煤为次之,煤层可见明显的丝碳条带。
三、水文地质:
本区水文地质较简单,浅部含水层均被采空区破坏,但由于上段有旧巷,断裂构造影响裂隙发育,可能局部有积水现象,区内钻孔封闭情况,地表水泥封孔,地下封孔不详,应预防钻孔漏水、旧巷积水的可能。
四、瓦斯:
本矿属于低沼气矿井,无煤与瓦斯突出史,但随着矿井的延深、地质构造复杂,瓦斯积聚可能性增大,开采中做好探放瓦斯工作。
本区绝对瓦斯涌出量6m3/min,相对瓦斯涌出量6.31m3/T。
(六)井上、下对照关系:
一、地面:
有少量民房,砂石土路及农田,水沟洼地.详情见井上下对照.
二、邻区、邻层及邻近巷道
北部为T9断层;
南部为F17断层;
东部未开拓区;
西部为-440米标高11号煤层上段机道。
11号层顶板均为灰白色细砂岩,顶板距9~2号层30米~80米局部顶板可见灰白色粗砂岩。
底板向下3米左右有一层11~2煤层,距12号层20米左右,12号层与13号层之间为灰白色凝灰质砂岩,可做标志层。
报提人签字:
2008年8月12日
二、工作面设计
设计主要内容
采煤方法
走向长壁
一次循环进度
1.0米
采高
2.0米
放顶煤厚度
7.68米
落煤方式
炮采开帮、软帮放煤
一次放顶步距
煤层倾角
26°
支架梁间距
0.3米
作业方式
边采边准
最大控顶距
3.8米
顶板管理
全部垮落
最小控顶距
2.8米
支护形式
BDY型并联顶梁
液压支架
工作面运输机
SGB-150T
(一)顶底板岩性说明和顶板分类依据
11层煤直接顶为灰白色细砂岩,伪顶为0.5~1米厚灰白色细砂岩,老顶为灰白色中砂岩,底板为深灰色细砂岩,根据邻区以往分层开采历史和集团公司«
采掘工作面顶板管理规定实施细则»
中自然顶板分类标准的规定,该区岩石顶板确定为破碎顶板。
工作面直接顶为9.68米厚的煤,且该煤层煤质松软、层理和节理发育,易冒厚度大于采高的1.5陪。
因此,根据集团公司«
中自然顶板分类标准的规定,该区煤层顶板确定为破碎顶板。
(二)采区主要特征说明及采煤方法、顶板管理、支护方式选择依据
1、采区主要特征说明
本区属新陆煤矿-490南11层一区。
走向长620m,倾斜长120m。
倾角22º
~30º
,平均倾角26º
,平均煤厚9.68m,该层开采厚度2.0m、放煤厚度7.68m。
2、采煤方法:
①采煤方法:
采用走向长壁、后退式一次采全高,并联顶梁液压支架放煤。
②选择依据:
煤层倾角平均26º
;
煤层厚度9.68m;
顶板能随采随冒;
该煤层无煤与瓦斯突出、无发生冲击地压的历史;
邻区无火区。
3、顶板管理:
全部垮落法。
4、支护方式选择依据:
(1)支护方式:
选择天津鹏程液压支架厂生产的BDY型并联顶梁液压支架。
(2)该煤层煤质中硬,移架后顶板煤基本能够自然垮落,具备放顶煤开采条件。
(3)本采区工人、干部,经过对这种架型的理论培训和一年多的生产实际操作,均能达到正确操作能力,具备使用该支架的操作水平。
(4)该支架控制顶板面积大、稳定性好、支撑能力强
(三)工作面支护设计
1、本煤层矿压观测数据:
根据本煤层邻区开采实践,老顶初次来压步距25米左右,周期来压步距在15—20米左右。
来压显现较明显,有硬帮抽顶及片帮现象。
2、支护强度计算:
最大控顶距时支护密度:
P大=5/3.8×
1.06=1.24根/米²
最小控顶距时支护密度:
P小=5/2.8×
1.06=1.68根/米²
最大控顶距时支护强度:
R大=(4×
40+25)/3.8×
1.06=45.93吨/米²
最小控顶距时支护强度:
R小=(4×
40+25)/2.8×
1.06=62.33吨/米²
3、支护方式和参数选择:
(1)支护方式:
根据上述计算工作面选择天津市鹏程液压支架厂生产的BDY型并联顶梁液压支架支护顶板,完全能够满足工作面支撑能力的要求。
支护形式采用齐梁齐柱式。
(2)支护参数:
BDY型并联顶梁液压支架主梁长2.8m、伸缩梁长1.0m,宽0.3m,每二根顶梁为一组,每组宽度为0.76m,架间距为0.3m。
每梁下两根柱,每组为二梁四柱,每柱工作阻力40T,一根临时单体液压支柱,临时柱工作阻力25T。
4、工作面运输机头、尾支护设计:
工作面机头、机尾分别采用六对十二根和四对八根3.2m长的π型钢梁做抬棚支护顶板,每组π型钢梁间距0.8m。
每对钢梁联锁交替迈步齐头前进,支护方式按“工作面溜子头、尾顶板支护平剖面图”所示进行支护。
每根钢梁下给柱不得少于3根并及时串到硬帮。
5、支护强度验算
最大控顶距
最小控顶距
是否符合规定
支护强度
45.93吨/米2
62.33吨/米2
符合规定
(注:
局规定基本柱支护密度不小于1.5根/米2,单体支柱工作阻力按30吨/根计算,则工作面支护强度不低于45吨)
(四)落煤
1、落煤方式选择
1硬帮:
爆破开帮,煤体注水软化,炮眼为五花眼。
2循环进度1.0米。
3软帮:
顶板煤靠顶板压力自然垮落,间隔交错顺序剪网放煤。
4一刀一放顶。
2、炮眼布置图(正视图、俯视图、侧视3、装药量计算表
炮眼
名称
炮眼深度(米)
炮眼间距(米)
装药量Kg/孔
工作面长度(米)
炮眼个数(米)
总装药量(公斤)
药
管
上
缺
口
顶眼
1.1
1.0
0.3
5
1.5
腰眼
0.45
2.25
底眼
下缺
3
0.9
1.35
开
帮
112
33.6
50.4
挑顶眼
其它
合计
360
144
循环产量:
120m(面长)×
1.0m(进度)×
9.68m(采高)×
1.34(煤容重)
×
88%(回采率)=1369T
说明:
火药采用乳化炸药,雷管采用瞬发电雷管
循环火药消耗量144公斤循环雷管消耗量360发
设计火药消耗量1052公斤/万吨设计雷管消耗量2544发/万吨
(五)假顶铺设
一)说明:
铺网、联网要求
1、开采11层煤底板层,在顶板铺一层金属网。
2、铺设方法:
沿倾斜铺设,一刀一铺,铺网沿倾斜搭接长度不小于0.2m,走向对接,规格:
1.0m×
10m。
3、联网:
双丝双扣、逢环必联,并用网钩扭紧,联网用12#铁线。
4、上、下两道沿煤层倾斜方向铺网,与工作面顶网搭接联成一体,并按上述联网要求联好。
上、下两道与工作面网搭接不小于1.0m.
5、该工作面每循环在梁上刹两块底梁子或6—8块小代.
二)简图
(六)循环劳动说明:
1、循环劳动说明:
1、作业方式为边采边准,采用“十二小时”工作制。
2、采煤班既负责开帮、移工作面溜子,同时负责放煤,机电设备检修。
3、上、下超前维护、延缩溜子等工作由准备班负责。
4、每班、班前半小时交接班。
5、每班循环工序:
1开帮工序:
准备——打眼——装药——翻中心柱——移溜子——给中心柱——铺网——放炮(落煤)——托网伸前探梁——出货——缩前探梁移架。
2放煤工序:
质量检查——剪网(放煤口)——放煤——扫工作面浮煤——补网
——搞质量
2、循环劳动组织
班次
工种
一
班
二
三班
小
计
一班
二班
123456789101112131415161718192021222324
打眼
2
9
分段
14
司机
4
12
准备
8
电工
6
放煤
验收员
1
班组长
队长
20
69
应在册
应出勤
29
实在册
(二)
循
环
作
业
图
表
工作面长度(M)
一班二班
例
检修
挂网
摘中心柱
移溜子
打中心柱
放炮
出货
铺网伸
前探梁
扫浮煤
移架
剪放煤口
三、“一通三防”专项安全技术组织措施
一、采区通风概况
(一)通风系统
(1)该工作面通风系统:
新风流由-490暗矸石井入风经-490集中石门——机道——工作面——回风巷——-440集中石门———-440灌浆道———-440乘人缆车上山——-330中央石门—-330暗风井——地面。
-490南11层274工作面配风388立方米/分。
(2)该区上、下两巷采用U型钢支护,净断面均为9㎡,巷道无失修情况,开采时派专人对两巷进行维护,保证两巷断面不小于5㎡。
同时保证工作面上下出口畅通,浮煤清净,严禁堵塞影响通风。
(二)邻区、邻层情况
该区北部为T9断层;
南部为F17断层;
东部未开拓区;
-440标高以上为采空区。
该区上段-440至-380邻区和邻近煤层无发火与瓦斯突出的历史。
(三)采区内通风设施
采区内控制风流的通风设备有三处,一处为—440集中石门联锁风门,一处为—440南11号层大巷通行门,一处为-440通-490暗风井联络巷要求采区开采时派专人看管。
(四)瓦斯、煤尘、煤层自然发火期
该区绝对瓦斯涌出量经鉴定为6立方米/分,相对瓦斯涌出量为6.31立方米/吨,开采过程中应加强瓦斯抽放工作,经瓦斯抽放后使绝对瓦斯涌出量降到3立方米/分以下,保证工作面瓦斯浓度不超过《规程》中的有关规定,否则不允
许开采。
该区煤质较干燥,开采时应加强煤体注水和洒水降尘工作,煤层自然发火期为三至六个月,煤层爆炸指数46.3%。
本矿自开采没有发生过煤与瓦斯及二氧化碳突出的历史。
二、风量计算:
(一)采煤工作面的需要风量
(1)按气象条件计算:
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温=2.8×
2.0×
70%×
60×
1.5×
1.0×
1.1=388m³
/min
(2)按工作面温度计算:
Q采=60×
V采×
S采=60×
2.8×
2=336m³
/min
(3)按工作面同时作业人数和炸药量计算:
Q采=4×
N=4×
60=240m³
(4)按工作面一次爆破炸药量:
Q采=25×
1.2=30m³
(5)按沼气涌出量计算:
Q采=100×
q采×
KCH4=100×
3×
1.2=360m³
(二)选择风量
(1)根据以上计算结果工作面确定风量388m³
(2)风速验算:
V最大=388/60×
2.8=1.15米/秒
V最小=388/60×
3.8=0.85米/秒
则0.25<
V<
4符合规程有关规定
3)计算依据:
计算依据
需要风量
1、按作业人数最多计算Q=4×
N
240立方米/分
2、按炸药量计算Q=25×
A
30立方米/分
3、按沼气涌出量计算Q=100×
CH4×
K
360立方米/分
4、按低沼气矿井气象条件计算Q=60×
V×
S
388立方米/分
5、按工作面温度与风速计算
336立方米/分
6、决定风量
7、按风速验算60×
0.25S〈Q采〈60×
4S
64.8〈388〈1036.8
三、防治瓦斯
(一)采煤工作面瓦斯预测:
1、采区实行分区通风:
-490集中石门为入风水平,-440集中石门为回风水平。
2、瓦斯基础数据:
-490南11层一区绝对瓦斯涌出量6立方米/分,相对瓦斯涌出量6.31立方米/吨,瓦斯储量608.95万立方米,可抽量304.48万立方米.
3、抽放方法:
抽放系统建立在井下,抽放泵选择型号SKA/303瓦斯移动抽放泵数量2台,最大抽速52立方米/分钟,电机功率75KW,转数590转/分,设在-440南11层绕道。
接设抽放管路2000米,抽放、排放管路采用管径159毫米PE管。
抽放工艺及参数确定:
在工作面回风巷沿走向布置钻场9个,钻场间距在60米之间,每个钻场要求施工单位掘送至全岩状态中(伪顶及破碎顶板除外)每个钻场设计抽放钻孔5个,钻孔直径选择89毫米,钻孔沿煤层走向布置,倾角选择在10度-20度之间,封孔方法采用药卷封孔方法。
终孔位置水平设计在上隅角至工作面15米范围内每3米一个。
终孔位置高度设计在煤层顶板抬高15米-30米之间,共计抽放钻孔45个每孔80米,累计打抽放延米3600米。
4、抽放管路系统:
由-440集中石门274风道抽放钻孔——-440南11层绕道——-440乘人缆车上山——-330中央石门——-330暗风井——地面。
5、瓦斯检测系统:
274工作面距上隅角10米设甲烷传感器一台,274回风巷设传感器一台,移动泵站内设传感器一台,瓦斯抽放排放口往外设传感器一台。
6、安全措施:
1)抽放泵必须安设在新鲜风流中,抽出的瓦斯排放到-330总回风巷,稀释风流中瓦斯浓度严禁超过2.5%。
2)抽放瓦斯排入-330总回风巷后,在排瓦斯管路出口必须设置栅栏。
悬挂警戒牌,栅栏的位置是排放出口往里5米,出口外30米,两栅栏间禁止非检查人员进入和任何作业,检查人员进入必须2人一组。
在瓦斯抽放泵排放口往外30米栅栏处设甲烷传感器,当巷道中瓦斯浓度超过2.5%时应断电停止抽放。
3)移动瓦斯抽放泵站设置栅栏,非工作人员严禁入内,并在抽放泵站回风侧设甲烷传感器,瓦斯浓度超过1%时,断电停止抽放瓦斯,采取措施进行处理。
4)瓦斯抽放泵站内必须安设甲烷传感器,传感器设在泵站1米范围内,泵站内瓦斯浓度超过0.5%时,停止抽放。
5)瓦斯抽放泵站内悬挂泵工操作规程,岗位责任制、抽放管路系统示意图等,泵站保持清洁整齐,设备达到完好标准。
6)抽放钻场要有施工牌板,注明抽放地点、钻场编号、抽放煤层、钻孔数量、抽放浓度。
7)泵站必须设孔板流量计和压差及量程为百分之百的光学瓦斯检定器,每1小时观测瓦斯浓度,抽放负压、压差、CO等。
8)采区一、二、三班设有专职泵工,现场交接班。
抽放泵工要坚守岗位,严格执行操作规程,认真填写各项观测记录,保证瓦斯泵正常运转。
9)开启瓦斯泵按步骤进行起动:
关闭吸气管闸阀,安全打开排气端阀门,外冲洗轴封时打开封液阀门,起动电机之后立即打开工作液阀门逐渐增加供水量,至供水量符合规定要求为止,当泵正常运转后打开进气管路上闸阀进行调节至正常工作。
10)停泵操作步骤:
关闭进排气管路上的闸阀。
关闭工作液及密封液闸阀,同时关闭电动机。
停车时,把泵内及分离器内的水放掉。
11)如果有抽放泵运转不同的变化(功率过大、湿度过高、振动超常、噪音异常、出现怪味)都表明泵的运转出现故障,泵工必须立即停泵并通知维修人员处理。
12)铺设的抽放管路,不得与带电物体接触,抽放管路要吊高或垫高,离地高度不小于0.3米。
13)抽放管路系统每周有专人全面检查一次,发现漏气要及时处理。
14)管路低洼及容易积水地点,必须设置足够容量的放水装置,要及时放水,并做好纪录。
15)抽放管路系统内巷道要有专人检查,支护良好,防止管路砸坏漏气。
16)抽放管路系统巷道内,电器设备必须100%防爆,进入该区内机车必须100%防爆。
17)移动泵站设通讯电话一部,便于及时联系。
18)移动泵站内备有管路维修工具,管路临时出现问题应由专职检查人员立即处理,处理时应排空抽放管路内瓦斯,停泵,确保安全情况下工作。
如无法处理立即汇报,处理完后方准开泵。
19)通风区必须指定专人具体负责,每天检查抽放管路进行维修,至少7天全面检查一次,保证抽放管路完好。
20)在铺设瓦斯抽放管路区域作业单位施工时必须保护好瓦斯抽放管路,发现管路损坏或漏气必须立即向矿和通风区汇报。
21)作业时必须提报瓦斯抽放管路保护安全措施报矿审批。
22)抽放管路跨巷道时,管路铺设高度、跨度要满足行人、运输等要求。
23)抽放管路要悬挂标志牌,并注明“抽放管路严禁碰撞”。
(二)瓦斯监测
1、该面安设甲烷传感器两台,一台在风道距工作面上隅角10米内,一台设在回风石门10-15米
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