采矿工程课程设计11012冒煤工作面作业规程Word格式.docx
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第三节主要技术经济指标………………………………………22
第六章煤质管理……………………………………………………23
第七章安全技术措施……………………………………………23
第一节一般规定………………………………………………23
第二节顶板…………………………………………………25
第三节防治水…………………………………………………26
第四节“一通三防”及安全监测…………………………27
第五节放炮…………………………………………………27
第六节运输…………………………………………………28
第七节机电…………………………………………………32
第八节其它…………………………………………………38
第八章灾害预防及避灾路线………………………………………39
附图:
1、11011综采工作面综合柱状图
2、11011综采工作面两巷超前支护示意图
3、11011综采工作面设备布置示意图
4、11011综采工作面监测监控及抽放系统图
5、11011采面照明、通讯系统图
6、11011综采工作面生产系统示意图
7、11011综采工作面避灾路线示意图
8、11011综采工作面供电系统图
9、11011综采工作面通风系统图
10、11011综采工作面采煤机斜切进刀示意图
11、11011综采工作面正规循环作业图表
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
11012冒煤综采工作面上为风氧化带,下至11012采空区,东至11区段专用回风石门,西至9勘探线。
采面走向长度458米,倾斜长度107米。
机巷最低标高+1836.412m,风巷最高标高+1891.095m,机、风巷平均高差44.53m。
11012冒煤风巷距离地标平均埋深为162.6m,11012冒煤机巷距离地标平均埋深为206.2m。
第二节煤层
煤层情况表
煤层厚度(m)
2.2
煤层结构
简单
煤层倾角(0)
26
开采煤层
K1-b
煤种
无烟煤
稳定程度
中
煤层情况
描述
本煤层厚度0~3.5m,一般2.2m平均2.2m,倾角21~29°
。
主要半亮型,夹镜煤条带为主。
第三节煤层顶底板
顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
直接顶
粉砂岩、细粒砂岩
7.21~15.93
11.56
浅灰色条带,底部为0.2M炭质泥岩伪顶;
属I-II类易冒落顶板
直接底
泥岩
2.0
含透镜状钙质结核
老底
沙质泥岩
浅灰色,层理明显
第四节、地质构造
根据巷道揭露情况,整个工作面地质构造较为简单,11012冒煤机巷A4-10测点前51米处与切眼
(1)处有一小断层,对回采有一定影响。
风巷A2-10测点往前12米处煤层开始分叉,直到A2-14测点前174米,会给回采带来一定难度。
第五节水文地质情况
本区水文地质情况较为简单,煤层顶、底板在采动影响范围内,局部以裂隙水形势出现,掘进前已对采面往上20米范围内施工过探水孔,多为淋水或少量渗水,一般经数天后水量变小。
采面埋深较浅,上部多为风化裂隙带,水量小,对回采影响不大。
第六节影响回采的其它因素
煤尘及瓦斯情况:
瓦斯
高瓦斯、煤与瓦斯突出煤层
煤尘爆炸指数
具有煤尘爆炸危险性。
煤的自燃倾向性
不具有煤尘自然发火倾向性。
地温危害
根据地质报告提供地温无异常。
第七节储量及服务年限
煤层厚度、倾角、可采储量表
储量计算
工作面编号
走向长(m)
倾向长(m)
倾角(0)
斜面积(m2)
煤厚(m)
容重t/m3
工业储量(万t)
回采率(%)
可采储量(万t)
11012
冒煤
458
107
49006
1.5
17.4
95
16.5
服务年限:
165000÷
36228.06=4.55个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
1、工作面巷道布置
工作面机、风巷为走向布置,切眼为倾向布置,沿煤层掘进,机巷最低标高+1836.412m,风巷最高标高+1891.095m,机、风巷平均高差44.53m。
工作面上至11012冒煤风巷,下至11012冒煤机巷,西至11012冒煤边切眼,东至11区段专用回风石门,11012冒煤机巷为机轨合一布置。
2、巷道断面及支护形式
(1)机巷
斜梯形断面,净宽420Omm,矮帮高2500mm,净断面积15.06m2,采用W型钢带及钢筋梯、φ20×
2500mm左旋螺纹锚杆、菱形网及锚索联合支护,锚杆间排距为800×
800mm,锚索φ15.24mm×
7000mm,间排距1600×
2400mm。
(2)风巷
斜梯形断面,宽420Omm,矮帮高2500mm,净断面积15.06m2,采用W型钢带及钢筋梯、φ20×
机、风巷个别段遇顶板破碎或构造带时,采用25型U型拱架支护,净高3240mm,净宽4200mm。
(3)切眼
矩形断面,净宽6000mm,净高2500mm,净断面积15m2,采用钢筋梯、φ20×
第二节回采工艺
(一)采煤方法
工作面采用走向长壁后退式采煤法,综合机械化采煤。
1、采煤机进刀采用机头(机尾)斜切进刀方式,斜切进刀长度为20m,进刀深度为0.6m。
(1)采煤机向上(下)割透端头煤壁。
(2)按上(下)推移刮板运输机,煤机割透上(下)端头后,将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,滚筒全部进入煤壁后(截深0.6m),推移刮板运输机至平直状态。
(3)将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)割三角煤至割透端头煤壁。
(4)割完三角煤后,将两个滚筒的位置调换,空机返回进入正常割煤状态。
(附煤机进刀示意图)
2、采煤机正常割煤采用前滚筒在上部,后滚筒在下部的方式。
(二)回采工艺
1、工序
割煤→移架→推溜
2、工艺说明
割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头斜切进刀,进刀长度不小于20m,截深0.6m。
3、采高:
2.2米。
4、工艺要求
(1)割煤
割煤方式为双向割煤,螺旋滚筒自动装煤,人工清浮煤。
割煤时,必须保证顶底板平整,煤壁齐直,不得出现留伞檐现象。
(2)移架
采用及时移架支护方式,追机作业,移架滞后煤机后滚筒3~5m,移架步距0.6m。
(3)推溜
在移架后按顺序推移刮板输送机,推溜滞后移架10~15m,其弯曲段长度不得小于15m,推移步距0.6m。
推溜时必须依次顺序进行,严禁相向操作。
推溜后,溜子必须保证平、直。
三、工作面循环生产能力
Q循=面长×
煤厚×
容重×
回采率×
循环进度
=107×
2.2×
1.5×
0.95×
0.6
=201.267(t)
第三节设备配置
(一)液压支架
1、中部支架
型号ZY3400/1.15/27
工作阻力3400KN
支护强度0.517-0.58Mpa
底板比压0.34-1.50Mpa
最小支撑高度1150mm
最大支撑高度2700mm
中心距1500mm
2、端头支架
型号ZYP3800/1.2/28
工作阻力3800KN
底板比压0.34-1.50Mpa
最小支撑高度1200mm
最大支撑高度2800mm
中心距1500mm
(二)采煤机
型号MG200/500-AWD
截深0.63m
电机功率2×
200+2×
40+7.5KW
最大牵引速度12.8m/min
滚筒直径1400mm
(三)刮板输送机
型号SGZ730/400
链速0.93m/s
运输能力400t/h
200KW
(四)转载机
型号SZZ730/160
链速1.33m/s
运输能力900t/h
电机功率160KW
(五)可缩胶带输送机
型号DSJ-800/50/2×
75
带宽800mm
75KW
带速2m/s
(六)乳化液泵
型号BRW-315/31.5
流量315L/min
压力31.5MPa
工作液3~5%乳化液
配套液箱RX400/25
数量两泵一箱
(七)破碎机
型号PCM110
电机功率110KW
破碎能力1000t/h
第三章顶板管理
第一节支护设计
根据该工作面顶底板性质及煤层赋存情况,运输机巷及回风巷采用斜梯形断面,净宽420Omm,矮帮高2500mm,净断面积15.06m2,采用W钢带及钢筋梯、φ20×
遇顶板破碎或过构造带时,采用25型U型棚对巷道进行支护,净高3240mm,净宽4200mm。
切眼为矩形断面,净宽6000mm,净高2500mm,净断面积15m2,采用钢筋梯、φ20×
工作面选用ZY3400/1.15/27型支架进行支护,支架工作阻力为3400KN,支护强度为0.517-0.58Mpa,底板比压为0.34-1.50Mpa,据已使用情况能满足要求。
第二节工作面顶板管理
工作面安装ZY3400/1.15/27型支架68架,ZYP3800/1.2/28型排头支架4架(机头2架、机尾2架),割煤后立即支护顶板。
采空区采用全部垮落法管理顶板。
最小控顶距3.685m,最大控顶距4.285m。
一、正常生产时期顶板支护方式
采用追机移架方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后,先移架,再移运输机,即割煤--移架--移运输机;
采用带压擦顶移架的方式移架,正常架滞后采煤机后滚筒3~5架。
支护要求:
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、加强支架的支护强度,确保支护质量,泵站压力不得小于30MPa,支架初撑力不小于26MPa。
3、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并升实支架。
4、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架。
否则,要及时调整。
二、特殊时期的顶板控制
(一)来压及停采前的顶板控制
1、工作面初次来压前必须编制专门安全措施。
2、工作面初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报。
3、工作面支架初撑力不小于26MPa。
机巷、风巷单体柱初撑力不低于90KN。
4、加强上、下端头顶板控制,在机、风巷切顶线打一排切顶柱,柱距0.5m。
5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板控制。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制
根据地质资料分析,11012冒煤机巷A4-10测点前51米处与切眼I处有一小断层,落差小于2米,但对回采会有一定影响;
机、风巷多处顶板破碎,也将给回采增加难度。
在过断层、顶板破碎时要紧跟前滚筒移架,移架步距为0.6米。
若出现支架未接顶,要及时用背木接顶背实。
第三节机、风巷及端头顶板管理
1、运输机巷及回风巷距工作面煤壁20m范围内,使用DW28-25/100型、DW31.5-20/100型及DW35-20/100型单体支柱(DW28-25/100型单体支柱打靠下帮,DW35-20/100型单体支柱打靠上帮)配合HJB1200/300型铰接顶梁“一梁一柱”超前支护,支柱间距1200mm,排距2000mm,其中前10m双排,后10m单排。
2、端头密集切顶柱距500mm,端头切顶线与1#支架立柱齐,不得超前,滞后距离不得超过1#支架尾梁。
3、支护质量标准:
(1)两巷单体液压支柱要打成一条直线,其偏差不得超过±
100㎜。
采用防倒绳固定。
(2)支设单体柱时,要先检查单体柱的完好情况,严禁使用失效单体柱,升柱时,要缓慢供液、加压,严禁用力过猛,单体支柱需打在实底上,柱窝200mm,支柱必须接顶可靠,做到迎山有力,支柱初撑力不小于90KN。
(3)铰接顶梁之间要用销子联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木料接实。
所有单体柱三用阀方向一致,朝向采空区。
(4)挂铰接顶梁必须两人协调配合进行,圆销、楔子均用锤子打紧。
(5)回出的工字钢、单体支柱、铰接顶梁等及时运出,摆放整齐。
(6)支护用品必须完好,损坏的单体液压支柱和铰接顶梁等支护用品应及时更换。
(7)需用脚手架作业时,脚手架必须垫平,保证牢固可靠。
(8)所用单体支柱必须适应巷道高度要求,当顶板移近量增大,单体柱活柱行程压缩到200mm以下时,必须更换短单体柱。
(9)及时回撤两顺槽锚网支护的锚杆托盘、螺帽,以有利于采空区顶板垮落。
(10)撤出两巷锚网支护的锚杆托盘、螺帽前,应先检查撤出工作范围内的顶板是否稳定,支护是否可靠,如有问题要及时处理。
撤出人员必须站在斜上方有可靠支护的顶板下作业,以防在撤出过程中锚杆托盘、螺帽掉落伤人。
(11)两巷锚网支护的锚杆托盘和螺帽,超前切顶线一排撤出,不得超前或滞后。
操作人员严禁进入采空区作业。
并时刻观察好采空区的顶板情况,防止顶板垮落冲矸伤人。
(12)两巷超前支护20m范围高度不低于1.8m,并有不少于0.7m人行道。
第四节矿压观测
一、观测内容:
支架阻力观测及支护质量动态观测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征,支架受力特点等进行定期分析。
二、观测方法:
工作面每5架支架安装一块压力表,操作支架时必须将支架升实,保证支架的初撑力,验收员对支架初撑力情况进行监测记录。
三、支护质量监测:
每旬由生产技术部不定期对工作面质量动态进行检查,存在的问题由施工单位及时整改。
四、矿压观测时间要求:
对工作面,整个生产期间都要进行矿压观测和支护质量监测。
第四章生产系统
第一节运输
1、运煤系统
11012冒煤工作面→11012冒煤运输机巷→11012冒煤运输下山→11012风巷→11012中部上山→11012机巷→溜煤眼→11区段轨道石门→主井→地面。
2、运料系统
(1)回风巷
地面←→副井←→上车场←→11区段进风石门←→11012冒煤回风下山
(1)←→11012冒煤回风下山
(2)←→11012冒煤风巷。
(2)运输机巷
地面←→副井←→上车场←→11区段进风石门←→11012风巷←→11012冒煤运输下山←→11012冒煤机巷
第二节压风
一、压风自救装置
(1)压风自救装置安装在回采工作面顺槽内的压缩空气管道上。
(2)压风自救装置应该设置在工作面进、回风巷道内,每间隔50米安设一组压风自救装置,第一组距离采面不得超过40米。
(3)每组压风自救装置可供5~8人同时使用,压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min。
二、压风系统
(1)风巷
地面压风机房←→主(副)井←→中车场←→11区段轨道石门←→11012机巷←→11012中部上山←→11012风巷←→11区段进风石门←→11012冒煤回风下山
(1)←→11012冒煤回风下山
(2)←→11012冒煤风巷。
(2)机巷
地面压风机房←→主(副)井←→中车场←→11区段轨道石门←→11012机巷←→11012中部上山←→11012风巷←→11012冒煤运输下山←→11012冒煤机巷。
第三节供水
一、供水管路
(1)供水管路由地面接至工作面。
(2)供水管路每隔50m留设一个三通阀门。
二、防尘供水
地面→副井→上车场→11区段进风石门→11012冒煤回风下山
(1)→11012冒煤回风下山
(2)→11012冒煤风巷。
地面→副井→上车场→11区段进风石门→11012风巷→11012冒煤运输下山→11012冒煤机巷。
(附11012冒煤采面生产示意图)
第四节排水
(一)排水方式
运输机巷及风巷均采用水泵排水。
(二)排水路线
11012冒煤风巷:
11012冒煤风巷→11012冒煤回风下山
(2)→11012冒煤回风下山
(1)→11区段进风石门→回风斜井→11区段水仓经主排水泵抽至地面。
11012冒煤机巷:
11012冒煤机巷→11区段进风石门→回风斜井→11区段水仓经主排水泵抽至地面。
(附11012冒煤采面排水系统示意图)
第五节通风系统
一、通风系统
11012冒煤综采工作面采用上行通风,采用机巷进风、风巷回风的“U”型通风方式,其通风路线为:
主(副)井→11区段中车场→11区段轨道石门→11012轨道上山→11012机巷→11012中部上山→11012风巷→11012冒煤机巷→11012冒煤综采工作面→11012冒煤风巷→11区段专用回风石门→1118W风巷→1118W回风绕道→回风斜井→地面,具有独立可靠的通风系统(附11012冒煤采面通风系统示意图)。
二、工作面风量计算
根据《煤矿安全规程》执行办法中的风量计算细则:
(1)按瓦斯涌出量验算:
Q=100q采K采
式中:
q采—回采工作面瓦斯绝对涌出量。
取q采=8.29m3/min
K采——回采工作面通风系数,取K采=1.2
则Q=100×
8.29×
1.2=995m3/min
(2)按工作面最多工作人数计算
Q﹥4N
式中:
N——采煤工作面同时工作的最多人数,取N=35人
则Q﹥4×
35=140m3/min
(3)按工作面温度选择适宜的风速计算
Q=60×
v采×
s采
v采——采煤工作面风速,取2m/s
s采——采煤工作面平均断面,取10.5m2
2×
10.5=1260m3/min
(4)按风速进行校验
按最低风速验算:
采面的最低风量Q采≥0.25×
60×
10.5=158m3/min
按最高风速验算:
采面的最高风量Q采≤4×
10.5=2520m3/min
通过验算风量1260m3/min能满足采面用风要求。
根据以上风量计算结果,取最大值,即11012冒煤综采工作面的配风量为1260m3/min。
工作面生产期间,应根据工作面瓦斯涌出量变化及时调整工作面配风量。
三、防突风门的设置
(1)防突风门设置在11区段进风石门,即11012冒煤回风下山
(1)口两侧各一组,冒煤运输小下山内一组,以控制突出时瓦斯能沿回风通道流入回风系统。
(2)防突风门的设置每组不得少于两道风门,且必须牢固可靠,风门墙垛必须用石料或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定,但不得少于200mm米,墙垛厚度不得小于800mm,门框和门可采用坚实木质结构,门框厚度不得小于100mm,风门厚度不得小于50mm,每道门扇应在其反面横向设置有三块铁扁担,铁扁担采用40mm×
400mm的角钢,两道风门之间的距离不得小于4m。
每道防突风门反向门都必须由牢固的底坎。
过车的底坎高度以不影响通车为限;
不过车的风门,其底坎要求在反向风门关闭后能将其抵牢。
(3)通过反向风门墙垛的风筒,必须设有逆向隔断装置。
(4)防突风门必须安设闭锁装置和风门开关传感器。
(5)特殊情况需要放炮,则在每次放炮之前,用沙袋将反向风门下水沟堵严实。
第六节监测监控系统
1、加强对矿井安全监控系统的安装、调试和管理,保证矿井安全监控系统正常运行。
2、传感器的种类、数量、位置,控制电缆的安设、控制区域符合《规程》规定。
3、加强安全检测监控系统的管理,并由通风工区检测组人员对传感器定期进行调试、校正,每七天必须对甲烷超限断电功能进行测试,保证数据的准确上传。
4、保证监测监控系统的正常运转,每天必须有专人检查和维护检测传感器,并保证检测到位。
5、瓦斯检测分站、瓦斯传感器的安装位置及断电范围
(1)采煤工作面瓦斯检测传感器T1安设在距离工作面煤壁10m的回风巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道两帮不得小于200mm。
其报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度为<
1.0%CH4,断电范围为工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(2)采煤工作面回风流瓦斯检测传感器T2、CO传感器、温度传感器及风速传感器安设在采面回风巷距风口10---15m的巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道两帮不得小于200mm。
其报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.0%CH4,复电浓度为<
1.0%CH4,断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(3)采煤工作面进风巷瓦斯监测传感器T3,安设在采面下出口往外10---15m巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道两帮不得小于200mm。
其报警浓度为≥0.5%CH4,断电浓度为≥0.5%CH4,复电浓度为<
0.5%CH4,断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(4)11
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