3101掘进工作面基本常识.docx
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3101掘进工作面基本常识
山西煤炭运销集团
三元古韩荆宝煤业有限公司
基本常识
2012年5月16日
一、荆宝煤业生产系统基本常识
1、提升系统
主斜井装备DTL100/20/2×200胶带运输机,电机功率2×200KW,配有JK-2/30E型绞车,电机功率185KW,担负煤炭提升和下放大型设备,为进风井并兼做安全出口;副井为原有主立井,装备单层单车铝合金轻型罐笼,提升机为GK2×2×1-30型,电机功率155KW,担负矸石、材料、设备、人员的提升,井筒内敷设排水管路、动力、通讯信号电缆,为进风井;回风井为立井,按装主扇风机,内设金属梯子间,担负回风任务及另一安全出口。
2、运输系统
采用胶带机运输,矸石采用小绞车牵引箱式矿车运输。
出煤系统:
工作面→工作面顺槽皮带→1号、2号皮带下山→主皮带巷→井底煤仓→转载皮带机巷→主斜井→地面;矸石运输系统:
工作面→1号、2号轨道→主运料大巷→井底车场→副立井→地面;材料、设备运输系统:
地面→副立井→井底车场→主运料巷→1号、2号轨道→工作面。
人员通过副立井上下,大巷运距较短,故不考虑机械运送人员。
3、通风系统
采用中央分列式通风,风机工作方法为抽出式,矿井采用主斜井、副立井进风,回风立井回风。
局部通风采用局部扇风机,风机工作方法为压入式通风系统。
矿井现有FBCDZ-6No20B对旋防爆轴流风机2台,配有功率为220KW×2;MFBL-4.0/350防爆盖1个,JMF-2风门绞车2台。
4、排水系统
涌水主要为3号煤层顶板淋水。
矿井正常涌水量360m3/d,最大涌水量720m3/d。
中央泵房现装备80D-30×9型水泵三台,一台工作,一台备用,一台检修。
并敷设有两趟管路,一趟工作,一趟备用,其中一趟φ89×4.5,另一趟φ159×5.5。
随着矿井向下部延深,在+535m水平设一个采区泵房,设D40-50×9型水泵3台,扬程450m,排水管为φ110×5mm的无缝钢管,泵房正常涌水时,一台工作,一台备用,一台检修,最大涌水时,两台工作,一台检修备用。
5、供电系统
矿井采用双回路供电,电源一路引自襄垣110KV变电站为553回路,架空线规格240mm2,全长8.5km;另一路引自善福35KV变电站572回路,架空线规格240mm2,供电距离8.5km,一路运行,一路备用。
线路设计按山西Ⅰ级气象区考虑。
三荆沟矿变更生产系统后有三个井,由于副立井、主斜井、回风立井距离较远,共设三个地面变电所,电压等级均为10KV。
主斜井地面10KV变电所高压电源引自副立井地面变电所不同的母线段,电压等级10KV,LGJ-50mm2钢芯铝绞线,线距长度1.5km,主要负荷斜井检修绞车,斜井主运皮带、斜井地面储装运系统等。
副立井地面变电所10KV电源主要负荷井下电源、风机房变电所、斜井地面变电所,提升绞车,副立井地面生产系统用电。
回风立井风机房变电所电源10KV,电源引自副立井地面变电所不用的母线段,线路为LGJ-35mm2架空线,供电距离0.6km。
地面10KV变电所高压设备均采用GG-1A(FⅡ)Z户内高压真空开关柜,0.38KV配电装置采用TJJ-1节能低压成套配电装置。
副立井变电所内备用PGL-2配电装置。
井下供电为10KV电压等级,电缆MYJV22-3×120mm2共两回。
设KBSG-500/10/0.69型和KBSG-31.5/10/0.69变压器各一台。
井底变电所设KYGC-10F高压配电装置8台,采区水泵房设采区变电所,两回电缆为MYJV22-3×70mm2。
工作面设备供电电压660V,煤电钻供电电压127V。
井下40KW以上的电气设备均采用真空磁力起动器。
固定照明、灯具采用防爆节能荧光灯BSG18A-Y-127V,采煤工作面采用KBY-62型自移支架隔爆型荧光灯照明。
6、采煤方法
采煤方法为走向长壁综合机械化放顶煤采煤法,采煤机割煤高度2.0m,放顶煤高度3.62m,采放比1:
1.81。
煤层开采顺序为先浅后深,下行式开采。
采空区管理为全部垮落式。
二、3101掘进工作面基本常识
1、3101运输顺槽掘进工作面巷道断面为:
宽4m×高2.5m的矩形。
巷道总工程量777m,其中一号段长443m,顺煤层底板起伏掘进,坡度在0~5度之间;二号段长334m。
2、掘进工作面,巷道顶锚杆滞后掘进工作面迎头不超过1.20m.
3、3101回风顺槽掘进工作面巷道断面为:
宽3m×高2.5m的矩形,总工程量684m,其中一号段长422m,巷道坡度0~10度之间,二号段长262m。
4、巷道临时支护:
金属前探梁采用2根直径不小于76mm,长度不小于4m的钢管,均匀布置并垂直于工作面,用不少于3副前探梁卡固定在永久支护上。
前探梁卡与前探梁必须保证完好。
5、交接班安检→延接带式输送机→标定中心线→开机检查→掘进机切割→敲帮问顶→打临时支护→标定眼位→钻眼→安装锚杆→挂锚网梁→安全质量检查→整理质量搞好文明生产。
6、施工中,若顶板完整压力不大时,锚杆支护最大控顶距不得超过1.2m,架棚支护不得超过1.0m。
若遇顶板破碎压力大时,则必须坚持逐排、逐架施工,打锚杆时最大控顶距不得超过1.20m,架棚时最大控顶距不得超过1.0m。
7、锚杆支护时,顶帮锚杆必须紧跟工作面,帮部锚杆滞后工作面不得大于4排。
顶板完整,巷道压力不大时,锚索滞后掘进工作面不得超过10m;
8、刮板输送机机头和转载机机尾的搭接高度不得小于450mm。
9、“三人连锁”放炮制中的三人是指放炮员、班组长、瓦检员。
10、爆破前,靠近掘进工作面10m长度内的支架未加固时,不准爆破。
11、同一工作面的支柱或支架的性能及类型应一致。
12、掘进巷道在揭露老空前,必须制定探查老空的安全措施。
13、打锚杆眼前,首先应敲帮问顶。
14、更换巷道支护时,在拆除原有支护前,应加固临时支护。
15、转载机司机要注意机头、机尾行人,发现异常情况迅速停机。
16、煤巷掘进的施工方法有:
钻眼爆破法、风镐法、机械或水力掘进法。
17、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托板紧贴巷壁。
18、钻入老空积水区的一般特征:
孔底的压力突然下降、孔内返回的冲洗液增加或减少、水泵停止供水后,孔内继续流水、流出的水有臭味;
19、水害预兆:
煤层变潮湿、松软;煤帮出现滴水、淋水现象,且淋水由小变大;有时煤帮出现铁锈色水迹、工作面气温降低,或出现雾气或臭鸡蛋气味、有时可听到水的“嘶嘶”声、矿压增大,发生片帮、冒顶及底鼓、突水部位发潮、滴水、带有少量细砂或水量突增,水色时清时混等现象。
20、掘进工作面顶板事故有:
空顶事故、压垮型事故、推跨型冒顶。
21、巷道的基本支护形式主要有架棚式,锚喷式,砌碹,联合式等四大类。
22、掘进工作面的综合防尘措施有:
湿式钻眼、采用水炮泥、喷雾洒水、冲洗巷帮。
23、当老顶的跨度超过其允许的跨度时,老顶急剧弯曲,下沉直至断裂垮落,此时即产生初次来压。
24、3101回风顺槽锚杆间排距:
顶部900㎜×900㎜,误差≤±100㎜;两帮700㎜×900㎜。
25、3101运输、回风顺槽锚杆外露:
螺帽外≤50㎜。
26、3101回风顺槽巷道设计巷道断面形状为矩形,沿煤层底板掘进,煤层平均厚度5.62m。
27、开采煤炭的工艺过程有:
落煤,装煤,运煤,支护,顶板管理五大工序。
28、三个禁区指的是掘进巷道的临时支护区,综采工作面的采煤机前后和煤墙变化区域。
29、煤层的顶底板绝大多数属于沉积岩。
30打锚杆前首先应该敲帮问顶。
31、更换巷道支护时,在拆除原有支护前,应加固临时支护。
32、在揭露老空时,只有证明老空内无危险方可恢复工作。
33、工作面超前支护范围是20m。
34、中厚煤层的厚度为1.3—1.5m。
35、煤层特征情况
指标
参数
备注
煤层厚度(最大-最小/平均)m
4.50~6.30/5.62
据地质报告
煤层倾角(最大-最小/平均)度
10~0/5
附近巷道测量
煤层硬度
1.9~2.0
据地质报告
煤层层理(发育程度)
发育
现场观测
煤层节理(发育程度)
不发育
现场观测
自燃发火期:
d
不易自燃发火
据地质报告
绝对瓦斯涌出量(m3/min)
10.87
2011年鉴定结果
相对瓦斯涌出量(m3/t)
6.42
2011年鉴定结果
煤尘爆炸指数%
40%
地温0C
10~16
井下实际测定
36、煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度
岩性
顶板
基本顶
砂岩
3.4~3.6
5~10m
中细粒砂岩
直接顶
砂岩
2.8~3.0
5.20m
粉砂岩、砂质泥岩
伪顶
泥岩
<1.5
0~0.10m
松软泥岩
底板
直接底
泥岩
<1.5
0.05~0.2m
灰黑色泥岩
基本底
砂质泥岩
3.6~3.8
6.5~19m
灰~灰白色细砂质泥岩
37、巷道支护参数表
项目
支护材料
规格质量
备注
名称
材质
规格
单位
尺寸
巷道顶部
顶锚杆
(φ20×2400)
等强螺纹钢
间距×排距
㎜×㎜
900×900
每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷
菱形顶网
10号冷拔丝
宽×长
㎜×㎜
1000×9000
按使用长度截取
顶锚梁
70㎜宽钢筋梁
Φ12㎜圆钢焊制
㎜
4000
配合锚杆使用
顶锚索
钢绞线锚索
Φ15.7mm
m
10
在隔2排锚杆空档内打
两
帮
左帮锚杆
(φ20×2000)
螺纹钢
间距×排距
㎜×㎜
700×900
每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷
右帮锚杆
(φ20×2000)
螺纹钢
间距×排距
㎜×㎜
700×900
每根锚杆使用CK2335、ZS2360树脂锚固剂各一卷
左帮锚网
金属网
宽×长
㎜×㎜
1000×9000
按使用长度截取
右帮锚网
金属网
宽×长
㎜×㎜
1000×9000
按使用长度截取
两帮锚梁
70㎜宽钢筋梁
Φ12㎜圆钢焊制
㎜
2500
配合锚杆使用
38、锚杆支护质量要求:
(1)锚杆锚固力:
顶部锚杆≥65KN,帮锚杆≥40KN。
(2)每根锚杆采用CK2335树脂药卷1卷,ZS2360树脂药卷1卷。
(3)锚杆施工质量:
杆体和托盘不得松动。
(4)锚梁:
锚梁紧贴岩面,二角误差≤100㎜
(5)锚杆间排距:
顶部900㎜×900㎜,误差≤±100㎜;两帮700㎜×900㎜。
(6)锚杆角度:
垂直于巷道轮廓线,≥75°
(7)锚杆外露:
螺帽外≤50㎜。
(8)顶锚杆滞后掘进工作面迎头不超过1.20m.
39、锚索支护质量要求:
(1)锚索间距2.0米,排距:
2.7米,在隔2排锚杆的中间空档内布置,锚索间排距误差≤±200㎜。
(2)锚固力:
≥200KN.
(3)每根锚索采用CK2335树脂药卷2卷,ZS2360树脂药卷2卷。
(4)托盘必须紧贴顶板,张拉预应力≥120KN.
(5)巷道沿煤层底板掘进时,锚索长度10000㎜。
煤层厚度发生变化时,可根据施工现场变化情况,适当调整锚索长度。
确保锚索锚入煤层老顶得长度不得低于1.50m。
(6)钻孔角度与巷道顶板轮廓线夹角≥75°。
(7)托盘使用≥12㎜厚,长宽为300㎜×300㎜的钢板托盘。
(8)锚索外露长度:
≤300㎜。
(9)锚索支护滞后工作面不得大于20m。
40、锚杆(索)的孔位、孔深、孔径必须与锚杆(索)的直径、
钢梯子、梁孔径相匹配。
(1)锚杆孔径与锚杆杆体直径之差宜在6~10mm的范围内。
(2)锚杆孔深度比锚杆长度短50~100mm。
(3)孔位差距不得大于间排距规定±50mm。
(4)必须采用符合设计标准的锚杆支护材料。
锚固剂、杆体、托盘、螺母及钢筋梯等,性能、强度、结构必须与设计锚固力相匹配。
41、锚网铺设质量:
金属网铺开展平,搭接≥50㎜,每间隔200-300㎜用绑扎丝捆扎一道,并连接牢固。
42、掘进施工与供电设备布置情况表
序号
机械设备名称
型号
数量
功率(KW)
备注
1
可伸缩皮带机
ESJ650/20/2×40
1部
40KW×2
运煤
2
气动锚杆钻机
MQT-120/3.0
1台
打锚杆眼
3
气动手持式钻杆
ZQS-50/1.65
1台
打炮眼
4
潜水泵
WQ30-30-7.5
2台
7.5KW
工作面排水
5
隔爆型真空磁力启动器
QBZ-80
3台
钻机
6
防爆对旋轴流通风机
FBCDN05.0-2×5.5
2台
2×5.5KW
工作面供风
7
架柱式液压回转钻机
ZYJ-270/170
2台
11KW
超前探老空
8
矿用隔爆型照明信号综合保护装置
ZBZ8-4.0
1台
4KVA
信号
9
煤矿风机用隔爆型双电源真空电磁启动器
QBZ-2×120/SF
1台
通风机控制
10
掘进机
EBZ100E
1台
55/100KW
掘进割煤
13、EBZ100E掘进机技术特征表
型号
EBZ100E
截割范围
高2.3—4.63M
宽2.5—5.3M
爬坡能力
±18°
行走速度
3-7.8m/min
功率
55/100KW
电压
660V/1140
油压
18MPa
外形尺寸
8.3×2.8×1.8M
转载能力
4.5m3/min
截割速度
23/46rPm
43、掘进机割煤截割顺序图如下:
44、装载、运输机械设备运输方式表
序号
设备名称
型号
数量
安装位置
固定方式
运输方式
运输距离
备注
1
可伸缩胶带运输机
SJ80/40/2×40
1台
巷道距离远时使用
固定
循环连续运输
100~700m
皮带机跟工作面
45、敷设轨道的型号,中心线距、轨距、轨枕等参数及质量要求:
序号
设备名称
规格型号
单位
数量
吊挂方式
与工作面间距
轨枕间距
轨面高低差
轨道接头间隙
备注
1
轨道
18Kkg/m
m
800
5m
0.8m
5㎜
6㎜
2
风筒
600×10000㎜
节
460
悬挂
≤5m
3
风管
2吋
m
777
吊挂
30
4
供水管
2吋
m
777
吊挂
30
5
排水管
3吋
m
777
吊挂
30
66
监控电缆
光缆
m
1200
吊挂
5
7
信号电缆
2.5㎜2电缆
m
800
吊挂
10
8
动力电缆
25~50㎜2电缆
m
1200
吊挂
10~100m
46、发生水灾、火灾、瓦斯煤尘爆炸及有害气体涌出时的避灾路线为:
3101回风顺槽掘进工作面→原东大巷→主皮带巷→主运料大巷→主井(副井)→地面。
3101运输顺槽掘进工作面→原东大巷→主皮带巷→主运料大巷→主井(副井)→地面
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