義煤集團躍進煤礦采區(qū)設計 采礦工程畢業(yè)設計 畢業(yè)論文
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1、 河 南 理 工 大 學 稿 紙 目 錄 前言 第一章 礦井概況 第二章 采區(qū)地質情況 第三章 采區(qū)儲量與生產能力 第四章 采區(qū)方案設計 第五章 采煤工藝 第六章 采區(qū)生產系統(tǒng) 第七章 車場設計 第八章 安全技術措施 第九章 采區(qū)技術經濟指標 附圖及參考文獻 前 言 本設計是根據(jù)義煤集團躍進煤礦的原有地質資料進行編寫的,設計中的一些重要數(shù)據(jù)和圖表都是以躍進煤礦原有資料為準,嚴格按照畢業(yè)設計大綱和指導老師的規(guī)定進行設計。 在進行畢業(yè)設計的過程中,依據(jù)《煤礦安全規(guī)程》和《礦井設計規(guī)范》中的相
2、關規(guī)定,結合本專業(yè)的特點及性質,加強對課本知識的理解運用,并綜合考慮到國家的相關政策、法律法規(guī)等,使設計既符合宏觀政策又具有科學性,可行性,創(chuàng)新性。設計主要分為九部分,設計在結構上以設計原理和設計方法為主線,力求在闡明基本原理的基礎上,密切結合礦井設計的主要技術問題。 在畢業(yè)設計過程中自己不斷努力,力求使設計具有科學性、思想性、啟發(fā)性、實踐性,符合畢業(yè)設計大綱和指導老師的要求。最終圓滿完成了畢業(yè)設計任務。 在本次設計中得到了老師的大力支持和同學的熱心幫助,特別是在薛主任,劉老師等老師的親身指導下,更使我受益匪淺,在此我對他們表示最衷心的感謝! 由于本人知識水平和實踐經驗有限,加之時間倉促
3、,在設計中難免會出現(xiàn)錯漏之處,懇請各位老師批評指正,并再次表示我最衷心的感謝! 劉 會 強 2007-12-20 第一章 礦井概況 1.1 井田位置、范圍、自然地理及交通條件 1.1.1 井田位置、范圍 躍進煤礦位于義馬市南部,地理坐標為東徑11150′37″~11156′15″,北緯3439′00″~3443′13″。 西部與千秋礦相鄰,淺部以F3-3斷層為界;深部以35線西275m為人為邊界;北部與千秋礦淺部相鄰,30線以西大體以澗河南岸為界,30線以東以隴海鐵路為界;東部與常村礦相鄰,2-3煤層底板等高線+250m以上以下磨礦井田邊界為界,+250
4、~-50m以F8斷層為界,F(xiàn)8斷層以東以-50m底板等高線為界,深部以18線西300m為界;南以F16逆斷層為界,井田面積約22.3km2。井田邊界拐點坐標見表1-1-1及采礦許可證。 表1-1-1 躍進煤礦井田范圍拐點坐標一覽表 拐點編號 X Y 拐點編號 X Y 1 3843410 37577190 18 3844080 37581830 2 3843290 37576620 19 3844170 37581830 3 3843290 37576000 20 3844220 37581443 4 3841140 37576000
5、 21 3844600 37579950 5 3839830 37580580 22 3844450 37579870 6 3839750 37582030 23 3844250 37579050 7 3841200 37582810 24 3844480 37578600 8 3841750 37581810 25 3844520 37578475 9 3841640 37581450 26 3844570 37578248 10 3841775 37581255 27 3844635 37577875 11
6、3841795 37581260 28 3844650 37577800 12 3842010 37580940 29 3844480 37577410 13 3843440 37581440 A 3843890 37581230 14 3843486 37581468 B 3843822 37581430 15 3843532 37581628 C 3843650 37581410 16 3843580 37582000 D 3843770 37581170 17 3843930 37582000 注:應扣除部分由A
7、~D拐點坐標確定。 1.1.2 自然地理 井田淺部發(fā)育有一條自西向東的季節(jié)性河流南澗河,該河發(fā)源于陜縣觀音堂、英豪山東麓一帶,向東流經新安縣,至洛陽匯入洛河,井田以上流域面積約576km2。該河流量0~10.10m3/s,為一季節(jié)性河流。井田內所有沖溝干旱季節(jié)大多為干溝,雨季則排泄地表,并流入南澗河。 氣候:井田位于豫西半干旱地區(qū),屬暖溫帶大陸性氣候,夏季炎熱,冬季寒冷,四季分明,晝夜溫差變化較大。年平均降雨量631.3mm,蒸發(fā)量1940.5mm;最大積雪深度300mm,最大凍土深度310mm;結凍期在每年的11月至次年的3月;年平均氣溫13.4℃,最高為41.6℃,最低為-14
8、.3℃。見表1-1-2。 表1-1-2 義馬礦區(qū)主要氣候特征值一覽表 項目 內容 氣 溫 (℃) 降水量(mm) 蒸發(fā)量(mm) 相對濕度(%) 最高(大) 41.6 1013.6 2368.7 74 時間(年、月、日) 1966.6.20 1964 1966 1964 最低(小) -18.7 301.0 1583.3 59 時間(年、月、日) 1969.1.31 1995 1985 1960 年 平 均 12.3 631.3 1940.5 63.7 風向:每年5~9月以東~東南風為主,10月至翌年4月
9、以西 ~西北風為主,一般風速2~4m/s,最大風速20 m/s,全年以西西北風頻率較高,對本區(qū)氣候影響較大。 地震:本區(qū)處于岸上斷層、坡頭斷層與前宮斷層等活動斷層的三角地帶,地震頻度較高。據(jù)收集洛陽地震局資料:義馬市屬5級地震區(qū),震中烈度為6 ~ 7度。曾發(fā)生地震有:1847年3月澠池地震,5級,震中烈度6度;1920年6月、1930年,1964年9月和11月先后發(fā)生4次地震,中科院將前兩次鑒定為6級,1964年地震性質與前兩次大致類同。 1.1.3 交通條件 隴海鐵路、310國道、連霍高速公路橫貫整個義馬煤田,躍進礦有專線與其相接,交通十分便利,見圖1-1-3。 圖1-1-3
10、 躍進煤礦交通位置圖 1. 1. 4 礦井生產建設概況 躍進礦原名下磨礦。1958年7月根據(jù)河南省工業(yè)廳(1958)工基計字第283號文批準,由原義馬礦務局建井,設計生產能力21萬噸,1959年10月14日投產。礦井東西長約1200 m,南北寬約380~450m,面積約0.5km2,儲量280萬噸。主要開采2-1煤,截止1961年底累計出煤34.85萬噸。由于井田受老窯破壞嚴重,且采用了回收率低、掘進準備量大的刀柱式采煤方法,年產量一直保持15萬噸左右,1963年審定時,核定井型15萬噸。1963年10月經河南省冶金煤炭廳批準,從西井(原下磨礦以F8斷層為界,分為東井和西井)向南過澗河作
11、兩條探巷(主、副下山)至2-1煤層頂板標高+120m水平,再由主、副下山向東西兩翼2-1煤層的+270和+120水平各送平巷,共做探巷工程5274.23m,總投資64.84萬元。由于接替的需要在+270m水平以上構成了一個小采區(qū),于1966年下半年投產,1969年末建設結束。 文革初期,下磨礦改名為躍進礦。 1970年2月1日,河南省煤化局批準躍進礦由設計能力21萬噸擴建為年產60萬噸,1975年10月1日建成投產。1978年達產。隨著機械化程度的提高,礦井產量逐年增加,1982年以后平均年產75.9萬噸,1985年創(chuàng)89萬噸。 1989年8月23日,中國統(tǒng)配煤礦總工司以“(1989)中
12、煤總生字第427號”文批準了河南省煤炭設計院提出的躍進礦改擴建方案,決定由年產60萬噸擴建到年產120萬噸,1996年10月竣工驗收投產,2003年核定生產能力為120萬噸/年。 可采煤層為2-1煤層和2-3煤層,開采方法均為走向長壁式。目前,本礦一水平(+170m)除六采區(qū)有呆滯儲量外,其它采區(qū)均已回采完畢,二水平(-200m)現(xiàn)有生產采區(qū)有2-3采區(qū)和2-5采區(qū),準備采區(qū)有2-0、2-2、2-4三個采區(qū)。 1. 1. 5煤質牌號及其用途 按現(xiàn)行《中國煤炭分類》標準,“凡Vdaf>37.0%,PM>30—50%的煤,如恒濕無灰基高位發(fā)熱量大于24MJ/kg,則劃為長焰煤。”因此,本井田
13、各煤層均屬長焰煤類。 揮發(fā)分:精煤可燃基揮發(fā)分很高,2-1煤為42.56%,2-3煤為41.47%,屬高揮發(fā)分煤,煤種為長焰煤。見表1-1-4。 表1-1 -4 煤樣分類指標測試結果一覽表 煤層名稱 凈 煤 原 煤 Vr Y Pm Cr Hr Wf QrDT Hfm Rom % mm % % % % 卡/克 % % 2-1煤 42.56 0 58 77.52 5.30 4.88 7270 4.25 0.505 2-2煤 41.47 0 53 76.60 5.52 4.58 7197 4.31 05
14、11 本礦煤種屬長焰煤,中~富灰、中硫~富硫、低磷、中等發(fā)熱量、無粘結性、難選~極難選、回收率良~優(yōu)等、一般為低熔灰分、強結渣煤、灰粘度偏高、煤對CO2反應性淺部較好,深部較差,低腐植酸煤、苯萃取物低等、含油煤、砷含量高、煤中稀有元素含量甚微。 根據(jù)上列各項試驗結果和煤質指標考慮,本井田煤的工業(yè)利用方向為動力用煤、民用燃料和氣化用煤。 1.2 井田儲量 1.2 .1 儲量級別劃分 本井田構造復雜程度為一類,煤層穩(wěn)定程度為三類,其中一水平2-1煤為較穩(wěn)定煤層,二水平為不穩(wěn)定煤層;2-3煤一水平為穩(wěn)定煤層,二水平為不穩(wěn)定煤層。參照《礦井地質規(guī)程》(試行)和《煤炭資源地質勘探規(guī)范》第3.2
15、.3條及表3.2.1和表3.2.2,確定2-1煤以鉆探工程基本線距375~500m圈定為A級,750~1000m圈定為B級,1500~2000圈定為C級;一水平2-3煤以鉆探工程基本線距750~1000m圈定為A級,1500~2000m圈定為B級,3000~4000m圈定為C級煤,二水平2-3煤以鉆探工程基本線距250m圈定為A級,500m圈定為B級,1000m圈定為C級。 在生產井巷下部,雖無鉆孔,但有實探煤層及構造等,可圈定為A級。呆滯的斷層煤柱、村莊煤柱、孤立塊段等圈定為C級。 井田深部-450m以下無鉆孔控制,圈定為D級。 在控制煤層的工程點密度達到圈定相應級別儲量要求的同時,考
16、慮了工程見煤點的質量,井田內鉆孔施工于60~80年代,多數(shù)鉆孔鉆探質量較高,并附有電測曲線。開采實踐證明,所提資料較為可靠,僅少數(shù)鉆孔有打丟煤層和超斜,其余鉆孔及揭露的巷道和工作面均可作為圈定各級儲量的依據(jù)。 儲量計算邊界及地質塊段劃分是在煤層底板等高線圖上進行。劃分塊段和儲量級別時除遵循了一般原則外,并依據(jù)實際情況遵循以下原則: 1.依工程控制程度劃分出各級儲量邊界,再依據(jù)煤厚、產狀及開采技術條件劃分為若干小的地質塊段。對于煤層較穩(wěn)定且構造簡單區(qū)域為使儲量塊段形狀簡單、計算方便,以底板等高線或沿走向劃分。 2.個別小的塊段,雖控制程度達到了A級,但為不使塊段劃的過分零碎
17、,未單獨劃為A級儲量,B級亦同樣。 3. 對于分叉煤層,分層劃分塊段,合并區(qū)按一層煤劃分塊段,分別計算儲量。 4. 邊界煤柱及上、下山煤柱已開采的煤層單獨劃分塊段,基本未采的煤層未單獨劃分塊段等。 1.2. 2 儲量計算方法與有關參數(shù)的確定 計算方法 由于井田內各煤層構造較簡單,地層產狀平緩,均屬中厚以上煤層,據(jù)此我們認為采用地質塊段法計算各煤層儲量較為適宜:先按儲量級別劃分各級塊段,按順序編號,再用求積儀測定各塊段面積,求出塊段的平均煤厚和平均傾角,計算各塊段的儲量,然后相加。 計算公式如下: Q=SmD
18、 (1—1) Q-計算塊段的儲量; S-塊段的面積; m-塊段的平均煤厚; D-煤的容重。 有關參數(shù)的確定 煤層傾角大于15時采用真厚和斜面積計算,小于15時采用偽厚和水平投影面積計算,采用內插法圈出不可采范圍和可采邊界。對于小于0.05m的夾矸,不予剔除,與煤層合并計算采用厚度。煤層中夾矸的單層厚度等于或大于0.8m時,但其夾矸僅見于個別煤層部位,不予分層計算,二水平2-3煤在此條件基礎上,僅分別標出2-、2-、2-的可采厚度、底標及可采邊界。 容重依據(jù)本礦井實測及鉆孔資料,2-1煤采用1.35,2-3煤采用1.4。 1.2. 3
19、 儲量計算結果 依據(jù)上述原則和方法,本報告重新計算礦井儲量計算結果為:地質儲量12970萬噸,工業(yè)儲量11276萬噸,可采儲量6215.5萬噸(見表1-2-1)。 表1-2-1 躍進煤礦煤層儲量匯總表 單位:萬噸 水平 煤層名稱 儲量級別 A B A+B C A+B+C A/(A+B) (%) (A+B)/(A+B+C)(%) D 一水平 2-1煤 563.9 215 778.9 246.4 1025.3 71.5 76 0 2-3煤 1191.1 1243.6 2434.7 409.1
20、2843.8 48.9 85.6 0 合計 1755 1458.6 3213.6 655.5 3869.1 54.6 83.1 0 二水平(-200m) 2-1煤 892.3 1938.4 2830.7 2803 5633.7 31.5 50.2 1694 2-3煤 0 501.4 501.4 1271.8 1773.2 0 28.3 0 合計 892.3 2439.8 3332.1 4074.8 7406.9 26.8 45 1694 總計 2647.3 3898.4 6545.7 4730.3
21、11276 40.4 58..0 1694 1.2. 4礦井服務年限 改擴建后生產能力為120萬噸/年,本次計算礦井工業(yè)儲量11276萬噸,可采儲量6215.5萬噸。我們用下式預計了礦井服務年限: T= ZK /AK (1—2) 式中: T~礦井預計服務年限; ZK~礦井可采儲量,取ZK=6215.5萬噸; A~礦井設計年產量,取A=120萬噸/年; K~儲量備用系數(shù),取k=1.4。 計算礦井服務年限為37年。
22、 本礦-450m水平以下為未勘探區(qū),尚有推測儲量(D級)1694.0萬噸,今后需要時可進行補勘,提高儲量級別,增加可采儲量,延長礦井服務年限。 1.3. 含煤地層 本區(qū)主要含煤地層為義馬組,從本組底部孢粉分析結果看,認為屬早中侏羅世;2-3煤及2-1煤之間的植物化石為中侏羅世早期;區(qū)域地層對比認為,本組與鄂爾多斯盆地的延安組為同期沉積,屬中侏羅世早期。區(qū)內煤系地層在沉積后期,由于出現(xiàn)較長時間的沉積間斷,在其頂部遭受風化后,均出現(xiàn)不同程度的沖刷剝蝕,整個煤系保留不全。保留厚度24.30~117.50m,平均76.10m。主要由碎屑巖、泥巖和煤組成,含兩個煤組,可采煤層1~2層。
23、 本井田義馬組含煤四層,分為兩組。煤層總厚平均13.95m,含煤系數(shù)18.3%。一煤組有1-1煤、1-2煤兩層;1-1煤僅有東部少數(shù)鉆孔見到,其余均被剝蝕,厚0.15-2.22m,平均1.15m,均不可采。1-2煤僅在礦區(qū)深部和東部保留,厚0.30-4.53m,平均2.28m,僅局部有可采點,1-1煤層與1-2煤層間距為9.74-14.2m,平均11.83m;二煤組主要由2-1煤和2-3煤組成。一煤組與二煤組的層間距為5.00-47.70m,平均28.34m。2-1煤厚0.85-11.91m,平均3.00m,除局部不可采外,全區(qū)可采。2-3煤厚0.88-10.02m,平均6.45m,大面積
24、可采。在分叉合并線以北,2-1煤與2-3煤的層間距為0.8-26.54m,平均6.70m,見圖1-3-2,表1-3-1。 表1-3-1 煤層概況表 煤層名稱 厚度(m) 可采性 夾矸層數(shù) 層間距 1-1 0.15~2.22 1.15 不可采 1~2 9.14~14.25 11.83 1-2 0.3~4.53 2.28 局部有可采點 2~3 5.00~47.20 28.34 2-1 1.85~3.61 3.00 局部有不可采點 1~3 2-3 0.88~10.02 6.46 大面積可采 3~8 0.8~26.54 6.70 1、
25、2-3煤層 2-3煤層位于2-1煤層下部,距2-1煤層間距為0.8-26.54m,平均6.70m,在礦井的+170m水平煤層厚度為4.25-9.30m,平均6.60m,可采性指數(shù)Km=1,煤層厚度變異系數(shù)γ為16.3%,屬穩(wěn)定煤層,為2-3煤層的厚煤區(qū)。在礦井的二水平煤層分叉合并線以北,煤層厚度為0.88-10.02m,平均5.75m,可采性指數(shù)Km=0.69,厚度變異系數(shù)γ為38.9%,屬不穩(wěn)定煤層,為2-3煤分叉變薄區(qū)。2-3煤分叉變薄區(qū)位于34線和20線之間的3304、3003、2702和2508一線,寬約1~1.5km。整個井田2-3煤層的結構復雜,一水平含多層砂質泥巖夾矸,煤層可分
26、上、中、下三個部分;二水平夾較厚的河漫灘相砂巖,向南分層分叉變薄,在此基礎上可進行2-3煤上、中、下三個分層的對比。2-3煤下分層可采范圍很少,26個鉆孔中有3個孔見到可采厚度;2-3煤中分層的分布較廣,西部3404、3203、3201、3101、3002孔一帶和東部2507、2102、2003、2004孔一帶為不可采區(qū),可采性指數(shù)Km=0.65;2-3煤上分層較中分層可采范圍明顯縮小,主要分布于3102、3003、3004、2905、2906、2703、2702孔一帶及中分層東西不可采區(qū)以北,可采性指數(shù)Km僅為0.46;從全區(qū)所揭露的地質資料及控制程度看,2-3煤主要發(fā)育在一水平及二水平的淺
27、部,在二水平深部,2-3煤由于夾矸層數(shù)多,夾矸厚度較大,出現(xiàn)分層現(xiàn)象。 圖1-3-2 井田內各煤層垂直分布圖 2、2-1煤層 根據(jù)礦井中14040、中14060和20090工作面揭露,2-1煤層出現(xiàn)小范圍不可采點,面積約(5050)m2;過河探巷在十一平巷間遇一約(4040)m2不可采點,3003號孔見一不可采點,從二水平2-0采區(qū)、2-5采區(qū)所揭露的資料分析,見煤鉆孔出現(xiàn)薄煤區(qū),均是受到斷層構造的影響所致。 2-1煤層厚1.85-3.61m,平均3.0m,可采性指數(shù)0.98,煤層厚度變異系數(shù)33.2%,屬較穩(wěn)定煤層。從全區(qū)看2-1煤主要發(fā)育在深部,大體呈北薄南厚、西薄東厚
28、的變化趨勢,深部2-1煤與淺部的2-1煤有明顯的不同,厚度明顯加大,結構變化較復雜,夾一層含礫粘土砂巖夾矸,特別是在30線以西特征更明顯,厚度較大。 1. 4 井田地質構造 1.4.1 井田構造 該區(qū)大地構造位置屬華北板塊崤熊構造區(qū)北帶西端,南以硤石~義馬逆斷層、東北以岸上平移斷層、西北的扣門山斷層、灰山斷層等為界所圍限的三角形斷塊,陜澠向斜展布其中,義馬向斜不整合其上。 (1)褶皺 澠池~義馬向斜為本區(qū)的主要構造單元,處于北秦嶺緯向構造帶與北東向中條弧形構造帶的夾持部位,其生成、發(fā)展和形變嚴格受東西向構造控制;而北東向構造形跡的展布則是后期遷就和改造東西向構造的結果。 義馬
29、向斜通常是指由中生代地層組成的向斜構造,實際上它是疊置在陜澠向斜之上的一個向斜,其中有一個不整合界面隔開,分屬二個不同構造層。向斜北翼地層傾角較緩,一般6~25,南翼被F16斷層破壞,產狀多陡傾、直立或倒轉,斷續(xù)殘存在向斜的西南邊緣。通過55、52、51、50線剖面圖,2-3煤層底板向斜樞紐點標高的統(tǒng)計與作圖,該向斜樞紐為向西揚起,揚起角12~15,軸面傾角40,傾向南。故該向斜為一軸面總體向南傾斜的北翼正常、南翼倒轉、局部殘存的斜歪傾伏褶皺。 (2)斷層 躍進井田位于澠池~義馬向斜的核部,區(qū)內地層為一寬緩的單斜,走向275~300,傾向185~210,傾角4~25。F2-3斷層以西,巖層
30、傾角自淺至深變大;F2-3至F8斷層之間巖層傾角變化較大,在1-1、1-2采區(qū)下部形成一小型膝形褶皺,褶皺核部最大傾角達25,向淺部變緩為4~9,向深部變到13左右。 在躍進煤礦井下生產過程中揭露一些小的褶皺,起伏一般1~2m,大者10~12m,對生產有一定的影響。揭露的小斷層大致可分為三組。其中一組走向為NNE向,這一組斷層在井下揭露落差均在6.5m以上,其中有三條落差19~34m,是井田內的主要斷裂構造;第二組走向為NE向,在井下揭露落差為0.2~5.5m;第三組走向近EW,揭露落差0.2~4.4m,占井下所揭露斷層總數(shù)的25%。 斷裂構造除F8和F3邊界斷層的落差大于30m外,進入?yún)^(qū)
31、內的斷層落差均小于30m。 1.4. 2 水文地質條件 本區(qū)位于洛河支流南澗河流域,澠池~義馬不對稱向斜的北翼,低山丘陵地貌,溝壑縱橫,沖溝發(fā)育。南澗河發(fā)源于陜縣觀音堂一帶,于洛陽興龍寨并入洛河,全長約104km,流域面積約576km2。據(jù)以往有關資料,該河最大流量約為1446.5m3/s,最小流量0.5m3/s左右。1972、1982、1992、1994、1995年發(fā)生斷流,為一典型的山區(qū)河流,雨季流量大,旱季流量小,是山區(qū)行洪的主要河道。該河流自西而東橫穿躍進井田淺部,流經井田長度約4km,其流向自西向東與煤系地層走向基本一致,1982年在該區(qū)段測得最高洪水位為+429.19m。本區(qū)
32、西北部由中低山構成二級分水嶺,標高+748~+1463m。南澗河南岸有一近東西向高地構成的三級分水嶺,標高+520~+670m,該分水嶺南北翼的地表水經發(fā)育密布的沖溝分別匯入洛河和南澗河。 地表被厚度不等的黃土和紅色粘土所覆蓋?;鶐r露頭零星分布于山梁及沖溝中,不利于大氣降水滲透補給。 1.5 開采技術條件 瓦斯 根據(jù)化驗指標和歷年測定數(shù)據(jù),確定本礦為低瓦斯礦井。相對瓦斯涌出量一般在3~5m3/t左右,最高達7.87m3/t。 井下實測資料表明,在斷層附近瓦斯相對涌出量變化大。2-1煤層和2-3煤層相對涌出量都有向深部增大的趨勢,但也有反?,F(xiàn)象。 在延深勘探區(qū)曾于18個鉆孔中采取2-
33、1煤和2-3煤瓦斯樣25個,沼氣含量0.03~1.35cm3/g,可燃質一般低于1cm3/g;沼氣成份占0.25~64.33%,屬瓦斯風化帶。在2-1煤和2-3煤的合并區(qū)中,沼氣含量明顯增大。 綜上所述,本井田雖屬低瓦斯礦井,但在厚煤帶、井田深部及斷層附近,瓦斯含量均會增大,特別是三者兼有處。因此應嚴格執(zhí)行《煤礦安全規(guī)程》的有關規(guī)定,并采取預防措施,防患于未然。 煤塵 本礦在1981年曾取煤樣委托原重慶煤炭研究所鑒定煤塵的爆炸性,獲得2-1煤的煤塵爆炸指數(shù)為49.54%,2-3煤為47.14%。 煤的自燃 用煤芯樣進行著火溫度法和氧化速度法測定煤的自燃傾向,結果為Ⅰ級。本礦煤種是低
34、變質長焰煤,揮發(fā)分產率高,含硫量高,燃點低,易氧化升溫,引起自燃,自燃發(fā)火期一般為1-3個月,最短15天。其它相鄰礦井煤的自燃傾向性等級也均屬Ⅰ級。 1.6 礦井工作制度 礦井設計生產能力按年工作日300天計算,每天3班作業(yè),每天凈提升時間為14小時。 第二章 采區(qū)地質情況 2.1 采區(qū)位置 2-5采區(qū)北為2-3采區(qū),南為-200m水平運輸大巷 ,西為千秋礦井田邊界,東為躍進礦井田邊界;地表是喬店村東的低山丘陵區(qū)。 2.2 地質構造 該采區(qū)自西向東依次揭露了F2504、F2507、F2509等斷層。F2504正斷層,走向34~47,傾向304~317,傾角50~57,落差1
35、.7~2.0m;該斷層貫穿上下巷,斷距和牽引現(xiàn)象明顯,頂板巖石稍破碎,裂隙發(fā)育,影響回采。F2507正斷層,走向39,傾向129,傾角27,落差1.6m;該斷層自上巷斜交到工作面內尖滅;上述兩斷層在上巷形成地壘構造,影響工作面回采。F2509正斷層,走向353,傾向83,傾角62,落差0.6m;受F2504斷層影響,該斷層自下巷斜交到工作面內,斷距和牽引現(xiàn)象明顯,該處頂板巖石破碎嚴重,壓力大,節(jié)理發(fā)育,稍影響回采。從工作面整體看,該面兩頭構造簡單,中間構造復雜;西部煤層頂板走勢平緩,東部煤層有起伏并整體上爬。本區(qū)地壓大,易底鼓、片幫和冒頂,同時伴有煤炮釋放。 2.3 煤層及頂?shù)装逍再| 采區(qū)
36、內主采二-1煤層,煤層走向113~122,傾向203~212,傾角10~15;平均11。煤層含夾矸0~3層,單層厚0.05~1.0m,夾矸巖性一般為炭質或砂質泥巖。 煤層厚度1.5~6.1m、平均厚3.0m。、煤質情況: A:28.43% M:8.78% Q:4358卡/千克 S:0.68% 綜合評定:富灰低硫中等發(fā)熱量,煤種系長焰煤。 其綜合結構1.2(0.2)2.1(0.7)1.7(0.1)1.8。可采指數(shù)為1,變異系數(shù)19%。煤層賦存穩(wěn)定,整體上沿走向和沿傾向變化不明顯。 受構造影響,煤層局部頂板層理紊亂有小起伏,底板有小型隆起。偽頂為砂質泥巖,厚0.2m左右
37、,局部夾石英砂巖,堅硬;直接頂為泥巖,厚16m左右,灰色塊狀易破碎,采區(qū)內工作面切眼上半部頂板不完整,局部裂隙和節(jié)理發(fā)育;老頂以細砂巖為主,屬弱含水層;局部裂隙發(fā)育時,為強含水層;直接底為砂巖,淺灰色,致密堅硬。 2.4 采區(qū)煤塵及瓦斯情況 瓦 斯:相對涌出量小于5m3/t,工作面上隅角CH4濃度會相對增大,應安設抽放風機。 煤 塵:有爆炸性,指數(shù)41.47%,應注意綜合防塵。 煤的自燃:易自燃,發(fā)火期為一個月左右,應加強防滅火管理。 地 溫:系正常區(qū),無熱害 地 壓:顯現(xiàn)明顯,易產生底鼓、拘幫和冒頂,應加強頂幫支護。 2.5 采區(qū)水文地質情況 該采區(qū)北
38、側2-3采區(qū)工作面回采時,在斷層帶附近曾出現(xiàn)頂板大量滴、淋水現(xiàn)象。工作面最大涌水量達70 m3/h。采后老巷低洼處存有少量積水。本采區(qū)工作面掘進上巷時留設了5m階段煤柱,在上巷施工過程中,實行了探放水。目前,上巷斷層坡以西巷道上幫煤壁及頂板局部仍有少量滲水。建議完善排水設施。另據(jù)物探資料:該面上覆巖層中仍有三處富水區(qū)段,在回采過程中有出水的可能。結合鄰近幾個面回采出水的實際,當回采到異常區(qū)富水區(qū)段和構造變化帶時,頂板來壓,導裂發(fā)育,有可能出現(xiàn)頂板淋水現(xiàn)象。預計采區(qū)內工作面正?;夭蓵r,涌水量10 m3/h,最大涌水量50 m3/h左右。若回采時發(fā)生大量涌水,將對工作面回采造成影響。 根據(jù)實際揭
39、露的斷層情況,F(xiàn)2-4、F2-7、F2-8等斷層均有不同程度的滴滲水現(xiàn)象,一般水量2~3m3/h,延續(xù)時間不久即干枯。說明這些斷層的導水性均較弱。 F3斷層由常村礦延深至本礦,據(jù)常村礦井下揭露,平行于F3斷層的派生裂隙成束狀產出,裂隙寬1~4cm,互相貫通,一經采動影響,儲存于裂隙中的水會突然涌出開成突水,常村礦一三采區(qū)兩翼工作面的數(shù)次突水事故即為F3斷層引起。在F3和F8斷層的交匯處,斷層帶的導水性可能會增強。 F8斷層的支斷層F8-1、F8-2位于淺部,井巷工程揭露后,雖然滲水量不大,但水量穩(wěn)定,說明有較穩(wěn)定的補給水源。補給水源可能為南澗河水或基巖風化帶水。 本礦與千秋礦、常村礦
40、相鄰,千秋礦西二下山采后有積水約50萬m3,常村礦西翼采后積水約40萬m3,與這些采空積水區(qū)相鄰的是小煤窯新建聯(lián)辦礦、順興礦、香山礦和香峰礦,一旦這些小煤窯與采空相透,必將采空積水引入,將會給本礦帶來嚴重災害。該礦2-0區(qū)及2-5區(qū)上山位于常村礦西翼采空積水下部,生產時受其水害威脅 建議:工作面回采時加強水情觀測及預報,施工防排水工程,完善排水系統(tǒng),以減少頂板水對生產的影響。工作面回采時加強水情觀測,及時在上下巷開挖泵坑,疏通排水溝,完善排水系統(tǒng)。 第三章 采區(qū)儲量與生產能力 3. 1采區(qū)儲量 該采區(qū)可采煤層走向長為2
41、000m,平均傾斜長度1000m,煤層平均傾角11,平均厚度3.0m,容重為1.3t/m,設計采高3.0m,可采儲量592.8萬噸。 該采區(qū)設計一個工作面生產,一個工作面掘進備用,和2—3采區(qū)內生產工作面共同生產保證礦井120萬t的年產量。 依據(jù)采區(qū)內地質構造對回采工作的影響確定采區(qū)煤柱的留設(見表3-1)和護巷煤柱的留設,根據(jù)《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》和《煤礦安全規(guī)程》的要求,工業(yè)廣場留設保護煤柱,按《地面建筑物及主要井巷保護暫行規(guī)程》留設。 表3-1 采區(qū)煤柱分類及尺寸 煤柱類別 薄及中厚煤層煤柱寬度(米) 厚煤層煤柱寬度(米) 巷道一側 兩巷之間 巷道一側
42、 兩巷之間 水平大巷 20—30 25—50 主要回風巷 20 20—30 采區(qū)上(下)山 20 20—25 30—40 20—25 分階段巷道 8—15 急傾斜煤層上、下小階段之間3—5 采區(qū)邊界 10(兩個采區(qū)之間) 10 (兩個采區(qū)之間) 斷層 落差大,斷層一側留30—50米;落差較大,斷層一側留10—15米;采區(qū)內落差小的斷層通常不留煤柱 采區(qū)工業(yè)儲量: Q工=S?M?Υ (3—1) 式中 S——采區(qū)可采面積,m; M——煤層厚度
43、,m; Υ——煤層容重,t/m; Q工——工業(yè)儲量,萬t. Q工=S?M?Υ=200010003 1.3 =780萬t 可采儲量 : Q采= Q工?(1-P) (3—2) 式中 Q采————可采儲量,萬t; Q工——工業(yè)儲量,萬t; P——永久煤柱儲量損失,取5%; Q采= Q工?(1-P)=780(1-5%) =741萬t 3. 2采區(qū)生產能力 確定采區(qū)生產能力的方法: A=nA0Bk1
44、 (3—3) 式中A ——采區(qū)生產能力,萬t/a; n——同時生產的采煤工作面?zhèn)€數(shù); B——采區(qū)掘進出煤系數(shù),取1.1; A0——采煤工作面產量,萬t/a; k1——工作面之間出煤影響系數(shù),采區(qū)內單工作面生產時k取1,n=2時取0.95,n=3時取0.9。 確定采區(qū)生產能力主要是確定一個采煤工作面的產量和同時生產的工作面?zhèn)€數(shù)。 一個采煤工作面的產量: A0=Lv0mΥC0 (3—4) 式中L——采煤工作面長度,m; v0——工作面年推
45、進度,m; m——煤層厚度或采高,m; Υ——煤的體積密度,t/m; C0——采煤工作面采出率. 回采率的有關規(guī)定見表3—2 表3—2 煤炭采出率表 煤層 采出率 工作面采出率/% 采區(qū)采出率/% 薄煤層 97 85 中厚煤層 95 80 厚煤層 93 75 水力采煤 70 工作面年推進度: v0=300nIΦ (3—5) 式中300——礦井年工作日,天; n ——日循環(huán)數(shù),個; I ——循環(huán)進度,m; Φ——正
46、規(guī)循環(huán)系數(shù),取0.8—1. 根據(jù)工作面作業(yè)規(guī)程,回采工作面日循環(huán)數(shù)為8,每個循環(huán)進度為0.6m,正規(guī)循環(huán)系數(shù)取0.8. v0=300???n?I?Φ=30080.60.8 =1152m 《設計規(guī)范》規(guī)定:綜采工作面年推進度一般為900—1200m。 設計符合規(guī)定. A0=Lv0mΥC0= 160115231.395% =68.29萬t A=nA0Bk1=168.291.11 =75萬t 3. 3采區(qū)服務年限 生產能力較大的采區(qū),開始生產時一般有0.5—1.0年的產量遞增期,結束生產前一般有1.0—2.0年以
47、上的產量遞減期.采區(qū)生產能力與服務年限的關系見表3—3。 表3—3 采區(qū)生產能力與服務年限的關系 采區(qū)生產能力(萬噸/年) 10—20 30—50 60—90 采區(qū)服務年限(年) ﹥2—3 ﹥4—5 ﹥6 采區(qū)服務年限的計算公式: T=CQ/A (3—6) 式中 A——采區(qū)生產能力,萬t/a; Q——采區(qū)可采儲量,萬t; C——采區(qū)采出率. T=CQ/A=80%741/75 =8年 設計符合規(guī)定。
48、 第四章 采區(qū)方案設計 4. 1采煤方法的選擇 選擇采煤方法時,主要考慮以下原則: 1、要適合煤層地質和開采條件,提高工作面單產,保證礦井穩(wěn)定生產; 2、簡化采煤工藝,減少環(huán)節(jié),節(jié)省巷道和設備、降低掘進率盡量不打或少打巖石巷道; 3、可靠地保證礦井安全生產,有效地防止煤層自然發(fā)火和瓦斯、煤塵爆炸事故; 4、提高生產效率和經濟效益,節(jié)約開采成本; 5、提高資源回收率。 本采區(qū)煤層的平均傾角為11,屬緩傾斜、中厚煤層,開采一層煤,適宜采用單一走向長壁采煤法;該采區(qū)內煤層賦存穩(wěn)定,頂?shù)装鍡l件較好,適合運用綜合機械化采煤工藝;選擇全部垮落法處理頂
49、板。 4. 2采區(qū)巷道布置 4. 2 .1 采區(qū)設計方案選擇 采用綜合機械化采煤的采區(qū),要求有一定的走向長度,本采區(qū)平均走向長度為2000m,布置為雙翼采區(qū),每翼走向長度為970m,可滿足綜合機械化采煤對采煤工作面長度的要求,故采區(qū)布置采用雙翼采區(qū)布置形式。 采區(qū)上山: 該礦井屬低瓦斯礦井,瓦斯涌出量小,故無需布置專門的回風上山,軌道上山兼做回風上山。 根據(jù)采區(qū)煤層賦存穩(wěn)定、采區(qū)地質構造簡單的條件,采區(qū)上山可以提出三種布置方案。 第一方案:采區(qū)上山單層布置。在距煤層12m的底板巖層中布置兩條上山,上山位于采區(qū)走向中央,通過石門與煤層聯(lián)系,兩條上山間距20m。 第二方案:采區(qū)上山
50、單層布置。在煤層中布置兩條上山,間距20m,上山位于采區(qū)走向中央。 第三方案:采區(qū)上山單層布置。其中一條上山布置在采區(qū)中央的煤層中,另一條上山布置在煤層底板巖層中,距煤層10m。煤層上山為輸送機上山,巖層上山為軌道上山。 區(qū)段平巷布置: 采區(qū)內煤層為中厚煤層,可一次采全高,根據(jù)采區(qū)的煤層條件,決定采用沿空留巷。由于該采區(qū)煤層瓦斯含量小,煤層埋藏穩(wěn)定,涌水量不大,故采用單巷布置,但要采取措施加強巷道密閉或充填,以減少漏風,預防煤層自燃發(fā)火。 聯(lián)絡巷道: 在聯(lián)絡巷道的布置上,第一方案中,在煤層的區(qū)段運輸平巷中設溜煤眼與采區(qū)上山聯(lián)系。第二、三方案中輸送機上山均布置在煤層中,故不需設置溜煤眼
51、。各方案的軌道上山均用石門與煤層區(qū)段軌道平巷相聯(lián)系。 方案比較: 根據(jù)已提出的方案及方案比較原則,三個方案相同的部分可不參與比較,僅就采區(qū)上山及聯(lián)絡巷進行比較。方案的技術比較見表4—1。 由比較可以看出,第三方案實際為第一、二兩個方案結合的結果,較第一、二方案并無明顯的特點,故該方案不參與經濟比較。方案的經濟比較見表4—2。 表4—1 采區(qū)方案技術比較表 方案 項目 第一方案 雙巖上山方案 第二方案 雙煤上山方案 第三方案 一煤一巖上山 1、掘進工程量 工程量大。因兩上山均布置在巖層中,故要多掘進石門和溜煤眼 工程量小 工程量
52、較大比第二方案多掘進石門 2、工程難度 困難,一是巖巷施工,二是巷道聯(lián)接復雜 較容易 困難 3、通風距離 長 短 較長 4、管理環(huán)節(jié) 管理環(huán)節(jié)多。一是溜煤眼多;二是漏風地點多 少 多(同第一方案) 5、巷道維護 維護工程量少,維護費用低 煤層上山,u形金屬支架受采動影響大,維護工程量大,費用高 第一條煤層上山,維護工程量大,費用較高 6、支架回收 無法回收 可以回收,70%可以復用 煤層上山支架可以回收復用 7、工程期 巖石上山掘進速度慢,約需12個月才能投產 煤層上山掘進速度快,約8個月就可以投產 同第一方案 表4—2 采取方案經濟
53、比較表 方案 項目 第一方案 雙巖上山方案 第二方案 雙煤上山方案 1、 上山 長度/m 掘進單價,元/m 費用/元 2、 聯(lián)絡巷 石門 長度,m 單價,元/m 單條上山費用,元 總費用(7) 10002 395 790000 上山到煤層,12m 395 4740 33180 10002 276 552000 0 溜煤眼(Φ=2m) 體積,m 單價,元/m 每區(qū)段費用,元 總費用(6) 12 46 552 3312 0 3、 維護巷道 長度,m 單價,元/m?a 維護時間,a 費用
54、,元 10002+122 3.62 8 116535 10002 2.17 8 347200 費用總計,元 943027 899200 通過經濟技術比較可以看出,第二方案經濟上相對較省,工程量小,施工容易,投產期短,沿煤層布置上山有利于進一步摸清煤層賦存情況。故選擇第二方案。 采煤工作面回采順序選擇后退式,即由采區(qū)邊界向采區(qū)上山方向推進。 綜合機械化采煤工作面單巷布置,區(qū)段運輸平巷內的一側需設置轉載機和帶式輸送機,另一側設置泵站及移動變電站等電氣設備,巷道斷面需在12m以上,區(qū)段運輸平巷和回風平巷以0.5%—1.0%的坡度掘進,區(qū)段回風平巷中鋪設軌道,采用礦
55、車運輸材料,設備。 巖巷掘進應用光面爆破技術,選用錨噴支護方式。煤層巷道掘進選用國產ELMA—90型掘進機,采用錨噴支護。巷道掘進速度參見表4—3。 表4—3 巷道掘進速度指標 巷道名稱 (A)掘進速度指標,m/月 巷道名稱 (B)掘進速度指標,m/月 巖巷 100 巖巷 ≤150 半煤巖巷 200 半煤巖巷 250—300 煤巷 300 煤巷 400—500 A—為普通方法掘進, B—為掘進機掘進 采區(qū)上部車場: 根據(jù)對采區(qū)圍巖情況及采取運輸量的綜合考慮,采區(qū)上部車場宜采用單向甩車場,上部甩車場使用安全,方便可靠,效率高,勞動量少,
56、可減少工程量。但需加強對絞車房的通風管理。 采區(qū)中部車場: 薄及中厚煤層采區(qū),軌道上山布置在煤層中,宜采用雙向甩入式中部車場。 采區(qū)下部車場: 由于采區(qū)上山坡度小于12,周圍圍巖條件好,宜采用大巷裝車底板繞道式下部車場。 第五章 采煤工藝 5. 1采煤工藝流程 落煤、進刀方式、割煤方式:根據(jù)采區(qū)內煤層賦存穩(wěn)定的情況及地質情況,結合實踐經驗和設備配備實際情況以及采煤工作面的具體情況,由采煤機自開缺口,往返割煤的同時,由螺旋滾筒將煤裝入刮板輸送機內,剩余浮煤在移溜時由鏟煤板裝入溜槽。采煤機往返一次割兩刀,進刀方式采用割三角煤
57、工作面端部斜切進刀方式,如圖5—1。 圖5— 1 采煤機進刀方式圖 進刀過程如下: a. 當采煤機割至工作面端頭時,其后的運輸機槽已移近煤壁,采煤機機身處沿留有一段下部煤(見圖5—1(a)); b. 調換滾位置,前滾筒降下、后滾筒升起、并沿運輸機彎曲段返向割入煤壁,直至運輸機直線段為止。然后將運輸機移直(見圖5—1(b)); c. 再調換兩個滾筒上、下位置,重新返回割煤至運輸機機頭處(見圖5—1(c)); d. 將三角煤割掉,煤壁割直后,再次調換上、下滾筒,返程正常割煤(見圖5—1(d))。 5. 2支護、頂板管理及采空區(qū)處理 5
58、. 2. 1支護設計 1、根據(jù)《工作面回采地質說明書》及統(tǒng)配煤礦《頂板管理資料匯編》的定量的采場頂板控制方法中直接頂厚度確定方法:直接頂厚度確定為6.6m,老頂厚度為2.0-6.6=13.4m,直接頂和老頂厚度之和20m大于采高3.0m的6倍。 2、直接頂和老頂參數(shù) 根據(jù)礦壓觀測數(shù)據(jù),直接頂初次垮落步距為9.1m~13m,老頂初壓步距為22m,周壓步距為13m。 3、支護強度計算 ①、力學保證條件:支架至少承擔起直接頂初垮步距一半的重量,合理支護強度為: Pγ≥MzRzLz/2Lk=6.62.211/25.3=15.07(t/m2) 式中:Mz:直接頂厚度;Rz:直接頂容重2.2
59、t/m3;Lz:初垮步距m;Lk:控頂距取5.3m。 ②、老頂初次來壓時支護強度計算 Pγ=A+MgRgCo/2KtLk =MzRz(Ls+Lk)2/Lk(2Ls+Lk)+MgRgCo/2KtLk =6.62.2(3+5.3)2/5.3(23+5.3)+13.42.2/235.3 =16.7+20.39=37.09(t/m2) 式中Mg:老頂厚度m、Rg:老頂容重t/m3、Co:老頂初壓步距m、A:直接頂作用力、Kt:巖重分配系數(shù)取3、Ls:懸頂距取3m。 ③、正常推進階段支護強度計算 力學保證條件,支架能支撐直接頂并能承擔部分老頂?shù)淖饔昧Γ侠碇ёo強度: Pγ=A+2M1R
60、1C1/KtLk =16.7+26.82.213/35.3 =16.7+24.46=41.16(t/m2)=403.4KN/m2 式中:M1、R1、C1分別為第一巖梁的厚度、容重及周壓步距,以上三種結果取最大值403.4KN/m2小于支架支護強度820KN/m2,該支架能滿足支護需求。 特殊支架: 1、機頭采用轉載機自移抬棚支護頂板,機尾設兩對四根4m花工字鋼或π型梁,一梁三柱交替前移,棚距0.4m。 如果支架升緊后原上下巷錨網(wǎng)、鋼帶頭與支架之間空頂超過0.5m時,必須再架一對走向抬棚交替前移,用4m花工字鋼或π型梁、液壓支柱、一梁三柱。 2、工作面上下安全出口行人側寬度不小于0
61、.8m、高度不低于1.8m,工作面煤墻到上下巷10m范圍內打雙排抬棚,10m~20m范圍內貼工作面煤體打單排抬棚。所打抬棚用花工字鋼梁或π型梁、液壓支拄,一梁三柱,如果巷道過高,液壓支柱無法支護時,可用圓木作腿。要求棚梁必須全部接頂,并留有不少于0.8m的行人道。 3、備用材料應放整齊并掛標志牌,保證行人通風暢通。 端頭支護: 1、工作面上下端頭不使用端頭支架,仍以原巷道的錨網(wǎng)形式。如果頂板破碎時可用工字鋼梁、單體柱套傾向棚,棚距1m。 2、上巷:支架后大立柱以里2m處用3根以上的單體液壓支拄打加強柱,如果頂板破碎時可打加強棚,并用荊笆背木堵好口。 3、下巷:轉載機機尾以里2m處用3
62、根以上液壓支柱打加強柱,如果頂板破碎時打加強棚,并用荊笆背木堵好口,后大立柱以里頂板不落超25平方米時要及時強制放頂。 5. 2. 2 頂板管理 1、該面采用全部垮落法管理頂板,正常生產時追機移架并打開護幫板維護煤墻,嚴防片幫引起冒頂,當頂板破碎時,可采用擦頂拉超前架。 2、移架后必須使支架的護幫板及時撐起,緊貼煤壁或支護住頂板,當遇到嚴重片幫和煤體滑落時,可采用停機架設超前棚方式。 3、保證煤壁平直,無傘檐,支架頂梁移到位,當有空頂時及 時用坑木荊笆背實并升緊支架。 4、上巷回柱車以外30m處,要備有坑木20~30根(Φ≥16cm、L=2.4m)以應付緊急情況下使用。 5、當
63、壓力較大,片幫嚴重時,及時降低采高。 6、由于刮板機機尾機頭寬度較大,要求加強機頭機尾支架管理,拉架要及時,支架升緊,遇到頂板破碎時,要提前擴幫支護。上下巷超前支護嚴格按規(guī)定執(zhí)行??商崆胺耪饎优冢瑢⒚簤儒^桿取出,以便采煤機割煤。 7、處理冒頂時,跟班隊長或班長全面指揮,并派有經驗的老工人看頂。 5. 2. 3 采空區(qū)處理 隨著采煤工作面不斷向前推進,頂板懸露面積越來越大,為了工作面的安全和正常生產,就需要使用全部跨落法處理采空區(qū)。其方法是,當工作面從開切眼推進一定的距離后,主動撤除采煤工作空間以外的支架,是直接頂自然跨落。以后隨著工作面推進,每隔一定距離就預定計劃回柱放頂。這樣,
64、不僅可以及時減少工作面的控頂面積,而且由于頂板跨落后破碎巖石體積膨脹而充填采空區(qū),從而減輕工作面壓力和防止對工作面產生不良影響。其主要工序是配合工作面推進定期進行回柱放頂工作。 5. 3 綜采工藝 1、移架: 工作面液壓支架選擇單向連續(xù)式移架方式。支架沿采煤機牽引方向依次前移,移動步距等于截深。先降后移帶壓檫頂移架支護頂板,移架滯后割煤機3~5架進行追機作業(yè),頂板破碎處可跟機組進行超前支護,移架步距為0.6米。 2、移溜: 移溜前工作面浮煤清理干凈,底板平整,并改掉臨時柱。移溜時,采用移溜器進行移溜。工作面每6米設一個移溜點,機頭機尾各設一個移溜點。移溜進度1.2米,由機
65、頭向機尾,或由機尾向機頭,或由中間向兩端移溜,嚴禁由兩端向中間移溜。移溜點間距不得大于9米,移溜過程中,除移機頭機尾外不得停溜。移溜后要保持溜子平、直、穩(wěn)、牢,并要打好機頭、機尾壓柱。 3、機電設備的管理措施: (1)所有入井設備都必須取得防爆合格證,方可入井。 (2)工作面必須保證“雙風機、雙電源、自動切換”,局扇必須安裝“三專兩閉鎖”設施,機電副隊長要每天檢查,保證備用局扇時常完好,隨時 能夠正常運行。 (3)嚴禁帶電作業(yè),嚴禁帶電移動設備,檢修電氣設備時,瓦檢員必須檢查附近瓦斯,瓦斯?jié)舛炔怀迺r,方可開蓋檢修,否則,嚴禁檢修電氣設備,同時要遵守《煤礦安全規(guī)程》第445
66、條的規(guī)定。 (4)工作面電纜線、信號線嚴格按《巷道斷面標準圖冊》進行標準吊掛,每1m一個電纜鉤。懸掛整齊,不準使用鐵絲捆綁,電纜懸掛高度不低于1.8m,信號線懸掛于電纜線上方0.1 m處。電纜、信號線不允許與風筒管路掛在同一側,必須在側一時,電纜應在上方保持0.3m以上的距離。同時,遵守《煤礦安全規(guī)程》第469條之規(guī)定。 (5)工作面電氣設備的運行和檢修,必須符合防爆性能的各項技術要求,防爆性能受到破壞的電氣設備,應立即處理或更換,不得繼續(xù)使用。 (6)工作面所有設備實行包機制,責任到人,掛牌留名,確保設備的完好狀態(tài),做到設備清潔,附件齊全,合理潤滑,定期保養(yǎng),杜絕跑、冒、滴、漏現(xiàn)象發(fā)生。 (7)包機人員要認真執(zhí)行設備維護、保養(yǎng)制度和計劃檢修制度,做好設備的日常保養(yǎng)和計劃檢修工作,確保設備處于完好狀態(tài)。 (8)小班維護工每班要對所有設備認真巡回檢查,看有無異常變化,發(fā)現(xiàn)問題,尋找原因,及時處理
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