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2631(3)综放工作面设计说明书

作者:煤矿安全网 2012-09-18 13:50 来源:煤矿安全网

   一、概况
   1.工作面范围及四邻采掘情况
   该工作面位于西三下山采区,北邻2621(3)工作面(2004年8月回采完毕),南到-615m等高线,西起2631(3)出煤斜巷,东至F4正断层。西北方2622(3)高普面即将收作(预计2005年1月)。其下部西翼为11槽2662(1)工作面(预计2005年1月回采)。对应地表为架河北干渠、泥河堤、杨家瓦房、塌陷区。
   该面设计走向长850m,倾斜宽194m,面积164900m2,可采储量93.2万吨。
   2. 煤层情况
   该面13-1煤层受F4、Fy9正断层影响,煤层产状变化较大,13-1煤层产状为:195~227°∠8~10°,13-1煤厚4.0~4.51m。13-2与13-1煤层间距0.58~2.68m,层间距变化较大,13-2煤厚0.5~1.34m。

  5. 水文地质情况

  该面主要充水水源为2621(3)老空区积水及顶板砂岩裂隙水,2621(3)老空区积水最大水头高度为14m,最大积水量:Q=44200m3。预计最大涌水量:50m3/h,正常涌水量:5m3/h。

  6. 其它

  13-1煤层瓦斯自然含量为8~11m3/t,煤层具有爆炸危险性,爆炸指数为37~40%;煤层具有自燃发火性,发火期为3~6个月;地温29~30℃,地压一般。

  二、工作面巷道布置及支护设计

  1.工作面巷道布置

  在西三下山采区,我矿采用高抽巷及本煤层消突等瓦斯综合治理方法已经成功回采了2622(3)、2621(3)两个综放面。根据矿井生产接替安排,2631(3)将作为1541(3)的接替工作面,预计于06年4月开始回采,12月收作。该面将采用同样的开采方式。

  2004年我矿在2322(3)综放面开展了上风巷外错式布置实验研究,并取得了成功,为类似条件下的巷道布置和煤炭开采积累了经验。为充分应用这一研究成果,并拓展研究的内涵和应用范围,我们将继续在2631(3)综放面开展上风巷外错式布置实验研究,将2631(3)上风巷布置在上阶段2621(3)采空区,并研究不同地质条件下的防火、防水及瓦斯综合治理技术。

  上风巷:在2621(3)下顺槽出煤斜巷内,距离b51测点9m处作为上风巷开窝中,这样上风巷与2621(3)下顺槽净煤垛为2m,实际外错距离为9m(以巷中计),然后按136°方位向东施工862.1m至切眼位置。

  下顺槽:先在西三西煤下上距离Wm10测点57m处开窝,按120°方位向东施工73m联巷,并施工出煤斜巷,然后改向按136°方位向东施工850m至切眼位置。为防止瓦斯突出,在下顺槽掘进施工过程中,每隔40m施工一对帮部钻场,用于预抽瓦斯,钻场规格4.0m×2m,锚网支护。

  切眼:设计长度191.2m(平距),方位48°,距离F4正断层20m。

  出煤斜巷:在西三皮带机下山内,距离16P24点34.9m(平距)处开窝,按195°30′方位,16°30′倾角向煤层方向施工79.4m与下顺槽贯通。

  高抽巷:在2621(3)下顺槽外口开窝,按2621(3)出煤斜巷相同方位向前施工,距b51点5m处开始按25°上坡施工24m斜巷变平,变平后施工8.2m平巷,在距离变平点1.2m处改向按136°方位、7°上坡施工75m预计可见15煤层,然后沿15煤层、按136°方位施工730m(平距),再按15°下坡施工35m停。这样高抽巷与2631(3)上风巷平距为27m,与2621(3)下顺槽平距20 m;与13-2煤层顶板法距平均22m,停头位置与切眼法距11m。

  2. 巷道支护与断面选择

  上风巷为外错式布置,沿2621(3)采空区掘进,预计顶板破碎,巷道压力较小,因而采用4#U型钢棚支护;下顺槽和切眼均为煤层实体掘进,根据地质资料和已揭露巷道现场情况,煤层顶板较稳定,宜用锚梁网支护。

  ⑴ 上风巷巷道断面及支护:

  上风巷主要用途是回采进料和回风,断面规格为4.33×3.0m,掘进断面为12.6 m2,净断面为10.9m2,其中外 口30m车场采用5#U型钢棚支护,断面规格为5.03×3.2m,掘进断面为14.9 m2,净断面为13.2m2。

  ⑵ 下顺槽巷道断面及锚杆支护初步设计

  下顺槽主要用途是回采运煤和进风,巷道断面规格设计为4.6×2.8m(中高),净断面为11.88m2,可满足生产要求。

  ① 顶板支护

  顶板支护结构:锚索+锚杆+12#槽钢梁+金属网。

  根据该区域13-1煤层顶板结构,其直接顶为泥岩、13-2煤及砂质泥岩,其中 13-1与13-2之间夹矸平均厚0.8m,由西往东夹矸逐渐变薄,13-2平均厚0.9m,砂质泥岩厚0~8.5m,老顶为细砂岩,平均厚度5.4m。因此初步设计掘进跟13-2顶板,锚索长度取4.4m,锚杆长度取2.5m,根据实际观测情况再行调整。

  巷道断面内共布置4根锚索,2根锚杆,安装时,槽钢梁压紧金属网,锚杆、锚索穿过槽钢梁中孔眼。

  ② 巷帮支护

  巷帮支护结构:锚杆+钢筋梯子梁+金属网。

  巷道上、下帮各布置4根锚杆,锚杆规格为直径×长度=φ20×2500mm,锚杆间排距,上帮:800×800mm,下帮:700×800mm,矩形布置。安装时,钢筋梯子梁垂直巷道顶底板,并压紧金属网,锚杆压紧梯子梁。

  ③ 支护主要技术参数

  断面形状:矩形

  巷道掘进断面:宽×高=4.8m×2.8 m(中高)=13.44 m2(掘)= 12.42m2(净)

  顶板锚索:φ15.24×4400mm

  顶板锚杆:φ20×2500mm

  锚索锚固长度:1600mm

  锚索间排距:850×800mm

  巷帮锚杆:φ20×2500mm

  锚杆锚固长度:800mm

  锚杆间排距:顶板:4250×800mm;上帮:800×800mm;下帮:700×800mm

  顶板槽钢梁:12#槽钢,长度4600mm;托板:平托板140×90×10钢板

  巷帮梯子梁:φ16mm圆钢焊接,长×宽=2800×60mm;托板:废旧U棚钢板

  顶板金属网:长×宽=5000×950mm,采用10#铁丝编织,网孔为50×50mm菱形。

  巷帮金属网:长×宽=3000×950mm,采用10#铁丝编织,网孔为50×50mm菱形。

  锚索锚固力:≥200kN

  锚杆锚固力:≥100kN

  锚杆破断力:≥150kN

  树脂锚固剂粘结强度:≥4MPa

  锚索安装预紧力:100kN

  锚杆安装扭矩:250Nm

  ⑶、切眼:

  切眼采用锚梁网索支护,顶板布置3根锚杆,1根锚索,两帮均打4根锚杆,参数如下:

  巷道断面:宽×高=3.2×2.8 m=8.96 m2(掘)=8.10 m2(净)

  锚杆:φ20×2000 mm;

  锚索:φ15.24×4400 mm,沿巷中交错布置;

  锚杆间排距:顶板900×800m、巷帮800×800m;

  锚杆药卷:Z2350(每孔2根),锚索药卷:Z2350(每孔4根);

  顶板用12#槽钢梁长:3.0m ,托板:平托板140×90×10钢板;

  巷帮用梯子梁长2.6m;托板:废旧U棚钢板;

  顶板金属网:长×宽=3400×950mm,采用10#铁丝编制,网孔为50×50mm菱形;

  巷帮金属网:2900×950mm,采用10#铁丝编制,网孔为50×50mm菱形;

  锚杆孔深:2000mm;

  锚索孔深:4200mm;

  锚杆锚固长度:800mm;

  锚索锚固长度:1600mm;

  顶板锚杆锚固力:≥100 KN

  锚索锚固力:≥200KN;

  巷帮锚杆锚固力:≥80KN。

  ⑷、运煤斜巷:

  运煤斜巷作用是出煤和进风,为岩层巷道,巷道断面为4.0m×3.2m的半圆拱,掘进断面11.8m2,净断面10.8m2。采用锚网支护:

  锚杆规格:φ20×2000mm,间排距:700×700mm;

  10#铁丝网,规格按实际需要定;

  锚杆孔深:2000mm;

  锚杆锚固长度:800mm;

  锚杆锚固力:≥120 KN

  ⑸、高抽巷:

  高抽作用是抽放回采工作面瓦斯,为岩层巷道,巷道断面为2.6m×2.6m的半圆拱,掘进断面6.0m2,净断面5.4m2。采用锚网支护:

  锚杆规格:φ16×1600mm,间排距:700×700mm;

  10#铁丝网,规格按实际需要定;

  锚杆孔深:1600mm;

  锚杆锚固长度:800mm;

  锚杆锚固力:≥120 KN

  三、工作面生产能力

  1. 采煤方法:

  区内后退式走向长壁放顶煤全部跨落综合机械化采煤法。

  2. 工作制度;

  工作面年工作日为350天。工作制度为“三·八”作业制,即两班采煤一班准备。

  3. 生产能力:

  本工作面设计平均采高4.3m,工作面斜长194m,按每天7个循环,循环进尺0.6m,正规循环率0.85,工作面回采率0.8。

  则,

  工作面的生产能力为:

  A=350×7×0.6×4.3×194×1.42×0.85×0.8

  =1184090 (t/a)

  工作面月推进度为:

  L月=7×0.6×30×0.85=107m

  服务年限:

  T=850/107=7.9 (月)

  四、工作面生产系统

  1. 运煤系统:

  工作面出煤→2631(3)下顺槽→出煤斜巷→西三13-1底板皮带机下山→西三煤仓→西三大巷→西二大巷→井底车场→东卸煤坑→主井。

  2. 运料系统:

  地面→副井→井底车场→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板轨道下山→第二中部车场→2622(3)下顺槽联巷 →2631(3)上风巷→工作面。

  3.通风系统:

  ⑴ 掘进工作面局部通风系统及通风方式

  2631(3)上风巷及切眼:

  新鲜风:地面→主、副井→井底车场→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板皮带机下山→2621(3)出煤斜巷局扇→2631(3)上风巷掘进工作面;

  乏风:掘进工作面→2631(3)上风巷→西三13-1西煤下山→西三风桥→西翼-530m总回风巷(或西三13-1西煤下山→西三13-1东煤下山→西三~西二13-1底板回风大巷→西二轨道上山→西二回风石门)→西二-380m总回风巷→中央风井。

  2631(3)下顺槽:

  新鲜风:地面→主、副井→井底车场→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板皮带机下山→出煤斜巷→2631(3)下顺槽掘进工作面;

  乏风:掘进工作面→2631(3)下顺槽→西三13-1西煤下山→西三风桥→西翼-530m总回风巷(或西三13-1西煤下山→西三13-1东煤下山→西三~西二13-1底板回风大巷→西二轨道上山→西二回风石门)→西二-380m总回风巷→中央风井。

  掘进工作面的通风方式为压入式通风。

  ⑵ 回采工作面通风系统及通风方式

  新鲜风:地面→主、副井→井底车场→西二大巷→西三大巷→西三13-1底板皮带机下山→2631(3)运煤斜巷→2631(3)下顺槽→工作面;

  乏风:工作面→2631(3)上风巷→西三13-1西煤下山→西三风桥→西翼-530m总回风巷(或西三13-1西煤下山→西三13-1东煤下山→西三~西二13-1底板回风大巷→西二轨道上山→西二回风石门)→西二-380m总回风巷→中央风井。

  2631(3)回采工作面采用后退式U型上行通风方式。

  五.局部通风设计

  (一)工作面风量计算

  1、按瓦斯涌出量计算:

  Q采=100×q通×(1-K抽放率)÷C

  =100×26×(1-0.6)÷0.8

  =1300m3/min

  2、按工作面温度计算:

  Q采=60×V采×S采=60min×2.0s/min×9.2 m 2=1104m3/min

  3、按人数计算:

  Q采=4×N=4×130=520m3/min

  4、按风速验算:

  15×S采≤Q采≤240×S采

  15×9.8≤Q采≤240×9.8

  147≤Q采≤ 2352 m3/min

  从以上计算可以看出,该工作面回采期间需风量为1300m3/min。

  (二)掘进期间风量计算

  1上风巷及切眼需风量计算:

  (1)掘进工作面需要风量计算

  ① 按瓦斯涌出量计算

  Q1=100q瓦掘×K掘通×(1-K抽放率)

  =100×2.8×1.5×(1-0.4)

  =252m3/min

  ② 按最多人数计算:

  Q2=4N=4×30=120 m3/min

  ③ 按风速验算:15×S≤Q≤240×S

  163.5 m3/min≤Q≤2616 m3/min

  根据以上计算,2631(3)上风巷及切眼局部通风设计迎头需风量为252m3/min。

  (2)局扇选型:

  ① Qf=Q×q=252×1.3=328m3 /min

  ② 局扇风压的确定:

  根据有关资料,当风筒直径为800mm,节长为10m时,风筒的摩擦系数α=0.002Ns2/m4,⊿Rj=1.96Ns2/m8,ζb=1.3,ρ=1.2kg/m3;

  R=αLU/S3 +n⊿Rj +ζbρ/(2s2)

  =0.002×1080×3.14×0.8/0.5023+108×1.96+1.3*1.2/(2*0.5022 )

  =257.67Ns2/m8

  H=R*Q*Qf+hr

  6500=257.67×Q12×1.3/3600+1.2×Q12 /(2×0.502×3600)

  Q1=264m3 /min>252m3 /min

  经以上计算可以看出,2631(3)上风巷及切眼在掘进期间可选用一台KDF型功率为2×30kw的局扇与φ=800mm的风筒向迎头供风。

  2 下风巷需风量计算

  (1)掘进工作面需要风量计算

  ① 按瓦斯涌出量计算

  Q1=100q瓦掘×K掘通×(1-K抽放率)

  =100×3×1.5×(1-0.4)

  =270m3/min

  ② 按最多人数计算:

  Q2=4N=4×30=120 m3/min

  ③ 按风速验算:15×S≤Q≤240×S

  164m3/min≤Q≤2623 m3/min

  根据以上计算,2631(3)下风巷局部通风设计迎头需风量为270m3/min。

  (2)局扇选型:

  ① Qf=Q×q=270×1.3=351m3 /min

  ② 局扇风压的确定:

  根据有关资料,当风筒直径为800mm,节长为10m时,风筒的摩擦系数α=0.002Ns2/m4,⊿Rj=1.96Ns2/m8,ζb=1.3,ρ=1.2kg/m3;

  R=αLU/S3 +n⊿Rj +ζbρ/(2s2)

  =0.002×1200×3.14×0.8/0.5023+120×1.96+1.3*1.2/(2*0.5022 )

  =285.95Ns2/m8

  H=R*Q*Qf+hr

  6500=285.95×Q12×1.3/3600+1.2×Q12 /(2×0.502×3600)

  Q1=251m3 /min

  3240=285.95×Q22×1.3/3600+1.2×Q22 /(2×0.502×3600)

  Q2=177m3 /min

  Q1+ Q2=428 m3 /min >270m3 /min

  经以上计算可以看出,2631(3)下风巷在掘进期间可选用一台KDF型功率为2×30kw的局扇与φ=800mm的风筒和一台2BKJ62-2型功率为28kw的局扇与φ=800mm的风筒共同向迎头供风。

  六、工作面瓦斯综合治理设计

  根据该面的瓦斯涌出资料分析,其瓦斯涌出主要来源于13-1本煤层,瓦斯含量为8~11m3/t,由于该面将用综采放顶煤开采,预计在回采期间其绝对瓦斯涌出量将达到23~27m3/min。为了有效的防治该面在回采过程中瓦斯对安全生产的威胁,决定在该面采用施工顶板高位瓦斯抽放巷、顺层钻孔抽放等瓦斯综合治理措施

  ㈠、抽放方法的实施

  1、高抽巷瓦斯抽放

  ⑴ 高抽巷层位的选择

  我矿实际探测冒落带、裂隙带发育最大高度与采高的关系式:

  H冒max=(3~5)M=(3~5)×5=15~25m

  根据2631(3)工作面顶板岩性及冒落带发育高度以及有关顶板钻孔抽放资料,结合13-1煤层走向变化情况,决定高抽巷布置在距13-2煤层顶板向上平均为28m的层位中。

  ⑵ 高抽巷的施工

  在2622(3)下顺槽提料斜巷上口开窝,按225°30′方位,0°倾角向南施工17m的平巷;再在距“二52′”测点12m处改向按115°方位、19°倾角施工40m斜巷;然后改向按135°45′方位、3‰下坡向东施工903m平巷,再按15°下坡施工36m斜巷停头。这样高抽巷与2631(3)上风巷平距为20m,与13-2煤层顶板法距平均28m,停头位置与切眼法距10m。高抽巷外口斜巷段的支护方式为5#U型棚;平巷段的支护方式为锚网支护,锚网断面规格为2.6m×2.6m;里口斜巷段的支护方式为锚网支护,断面规格为2.6m×2.6m。这样高抽巷与2631(3)上风巷的垂直距离平均为28m,水平距离平均为20m,布置在冒落带的上部、裂隙带的下部。

  2、顺层钻孔瓦斯抽放:

  ⑴ 顺层钻孔的施工

  从切眼开始80m为第一预抽区(工作面预抽区),在工作面开切眼沿走向方向施工顺层长钻孔,钻孔间距3m,孔深80m,上、下两侧由于受风巷和机巷的卸压作用,在距上、下风巷15m的范围内可以不布置钻孔,因此共设计钻孔55个;在2631(3)上、下风巷距工作面开切眼80~300m(走向长220m)为第二预抽区(密钻孔预抽区),分别从上、下风巷沿工作面倾向方向,各施工55个抽放钻孔,钻孔间距4m,其中上风巷孔深100m,下风巷孔深100m;在2631(3)上、下风巷距工作面开切眼300~600m(走向长300m)为第三预抽区,分别从上、下风巷沿工作面倾向方向,各施工60个抽放钻孔,钻孔间距5m,其中上风巷孔深100m,下风巷孔深100m;在2631(3)上、下风巷距工作面开切眼600m~停采线(走向长220m)为第四预抽区,分别从上、下风巷沿工作面倾向方向,各施工37个抽放钻孔,钻孔间距6m,其中上风巷孔深100m,下风巷孔深100m。

  ⑵ 顺层钻孔的封孔

  在2631(3)工作面第一预抽区的顺层瓦斯抽放钻孔中,采用聚氨酯进行封孔。封孔时每孔下2吋的抗静电硬质塑料管8m作为孔内套管,封孔深度为4m;在2631(3)工作面上下风巷第二、三、四预抽区的顺层瓦斯抽放钻孔中,采用KFB注浆泵配合水泥砂浆进行封孔。封孔时每孔下2吋的抗静电硬质塑料管8m作为孔内套管,封孔深度为6m。

  ㈡ 抽放系统的建立:

  根据我矿现有的瓦斯抽放系统状况,决定2631(3)工作面瓦斯抽放系统采用地面抽放与井下抽放系统互为切换的形式。具体为利用两台2BE1-303型移动瓦斯抽放泵抽放,并与地面永久抽放系统中央风井系统两台2BEF72型瓦斯抽放泵互为切换进行抽放。

  1、抽放管路的选型

  预计该面在回采期间其绝对瓦斯涌出量将达到23~27m3/min,瓦斯抽放率按60%计算,则该面的瓦斯抽放量为14~16m3/min。抽放瓦斯浓度按30%计算,则抽放系统混合气体流量为46.7~53.3m3/min,取混合气体流量为53m3/min ,则管路直径D为:

  D = 0.1457 (Q/U)1/2

  = 0.1457 (53/15)1/2

  =0.27m

  式中:D——抽放管路内径,mm

  Q——混合气体流量,m3/min

  U——气体流速,取15m/s

  根据以上计算,考虑到增加高抽巷的瓦斯抽放量及有利于瓦斯抽放系统的切换,2631(3)高抽巷抽放选用一路直径300mm的抽放管路,2631(3)上、下风巷顺层钻孔抽放各选用一路直径200mm的抽放管路。

  2、抽放管路的铺设

  在2631(3)上、下风巷各安设一路直径200mm 的瓦斯管,管路每隔20m拨一个4英寸的三通;在2631(3)高抽巷安设一路直径300mm的焊接管,管路接至高抽巷平巷段向里10m,并且抽放口周围5m必须架设木垛,管路抽放孔要吊在高抽巷的巷道顶板处,管路接好后,在高抽巷外口砌筑封闭墙,封闭墙墙垛用瓦石砌筑,墙垛厚度不得小于800mm,墙四周要掏槽,并要使帮、顶接实,墙面要抹平不漏风。2631(3)上、下风巷直径200mm的抽放管路在2622(3)下顺槽联巷与西三13槽西煤下山交岔处与直径300mm的抽放干管合茬,直径300mm的抽放干管经西三西煤下山接至西三大巷抽放泵站与两台2BE1—303型瓦斯泵合茬,出气端两路直径250mm管路接至西三风桥下口,建立2631(3)工作面高抽巷及顺层钻孔瓦斯抽放系统,泵站进气端管路连接方式采用与永久系统互为切换的方式。所有瓦斯抽放管路在安设时必须吊挂平直,接头严密不漏气,高度起伏变化处必须设置放水三通。

  七、工作面防突设计

  根据顺层钻孔抽放情况,当钻孔控制区域煤层瓦斯预抽率达到30%以上后,并经论证为无突出危险区域时,方可认为达到了区域性消除煤层突出危险的目的。但该区域在回采时应对采面连续进行不少于两个循环的检验性工作面突出预测。

  1、突出危险性预测

  该工作面突出危险性预测方法采用钻孔钻屑指标法和瓦斯涌出初速度法。

  具体方法为:沿采煤工作面每隔10~15 m布置一个预测钻孔(工作面上、下出口段15m除外),预测孔平行于工作面推进方向,直径为42 mm,孔深为10 m,预测孔每打1 m由防突员测定一次每米钻屑量,每打2m由防突员测定一次钻孔瓦斯涌出初速度。

  工作面预测循环为:工作面开工即开始进行预测,预测超前距为2m,推进8m后再进行一次预测,以后每推进50m再连续进行不少于两个循环的检验性工作面突出预测。如出现构造或瓦斯涌出异常,应加强预测。

  突出临界值指标按照《细则》表12、13为:Smax=6 kg/m, qmax=4L/min,当工作面预测指标S≥Smax或q≥qmax时,确定本工作面有突出危险性,必须采取防治突出措施,否则工作面预测为无突出危险工作面。

  2、工作面防突措施

  当工作面预测为突出危险工作面时,必须采取防突措施,具体为施工本煤层走向卸压钻孔,即沿工作面走向方向、每隔2m施工Ф75mm、孔深12m的卸压排放钻孔,经排放后再进行效果检验。

  3、工作面防突措施效果检验

  该工作面采取防突措施后必须进行效果检验,检验超前距为2 m,经检验有效后方可进行回采,其效果检验方法同预测方法。

  工作面经检验有效后可进尺8m,若有突出危险时,严禁回采,必须重新采取防突措施,直至检验有效为止。

  4、工作面回采期间安全防护措施

  ⑴ 必须在本面建立独立可靠的通风系统,并确保系统稳定可靠。

  ⑵ 按该面通风系统要求分别安设并维护好正反向风门,确保发生突出时逆流瓦斯不至于进入新鲜风流中去,风门的施工质量必须符合质量标准化要求。

  ⑶ 工作面回采期间必须保证该面进回风系统的通风断面,确保该面通风系统畅通无阻,否则必须停止回采,组织人员进行修护。

  ⑷ 工作面正常回采期间,必须在上、下顺槽距工作面每隔100m左右地点施工一个避难硐室,硐室的位置应随工作面的推进向后挪移,硐室设置必须符合下列要求。

  ⑸ 该面回采时必须每小班安设一名责任心强、经验丰富且具有防突专业知识的专职测气员,随时检查该面瓦斯,发现异常及有突出预兆时,及时断电、撤人,并向调度所汇报。

  ⑹ 工作面投产前,必须在下述地点分别安设一台瓦斯自动报警断电仪:

  T1:上风巷距工作面≤10m.

  T2:上风巷距第一汇风点前10~15m.

  T3:下顺槽距工作面5m.

  断电浓度:T1 、T2均≥0.8%,T3≥0.5%

  断电范围:T1断工作面及其进、回风巷内全部非本安型电气设备电源;T2断工作面及其回风巷内全部非本安型电气设备电源;T3断进风巷内全部非本安型电气设备电源。

  复电浓度:T1、T2均<0.8%,T3<0.5%,且只准人工复电。

  ⑺ 生产单位每小班必须安排专职电工检查、检修该面的电气设备,严禁失爆、失保,机电管理科必须经常组织人员对该面电气设备及其回风影响区域内的电气设备进行监督、检查。

  ⑻ 工作面回采前必须建立健全综合防尘系统,上、下风巷按要求安装好隔爆设施,生产单位及通风区做好各自分管范围内的综合防尘工作,杜绝煤尘积聚。

  ⑼ 若工作面遇特殊情况需放炮时,必须采用远距离放炮作业,放炮地点设在进风侧150m外的避难硐室内,回风系统必须停电撤人,放炮30 min后方可进入工作面验炮检查,详细要求另编放炮措施。

  ⑽ 本面严禁使用风镐等对煤体有激励作用的工具。

  ⑾ 进入本面的所有人员必须熟悉避灾撤退路线,随身配带隔离式自救器,并能熟练使用。

  八、安全技术措施

  1.火灾预防

  ⑴ 上、下风巷的清水管必须接到工作面,并确保供水,每50米拨一个三通。

  ⑵ 通风部门要加强自然发火预测预报工作,定期检查上隅角的CO、CO2及温度,发现问题及时采取有效措施进行处理,通风区要做好该面的随采随灌工作。

  ⑶ 对上、下风巷各高冒地点采取有效措施进行处理,防止自燃发火。通风区要经常检查上、下风巷高冒处的CO、CO2及温度,发现问题及时采取有效措施处理,防止自燃发火。

  ⑷ 提高煤炭回收率,减少老塘遗煤量,降低煤炭自燃隐患。

  ⑸ 通风部门要加强该采区通风系统的维护,确保通风系统稳定。

  ⑹ 加强工作面上、下隅角的充填,减少老塘漏风。严格放炮作业管理,放炮作业必须执行“一炮三检”和“三人联锁”制度,坚持用水炮泥,严禁放明炮糊炮。

  ⑺ 加强皮带机的管理,必须使用阻燃输送带,并经常清理皮带机下的浮煤,皮带机各托辊必须转动灵活,巷道环境必须清理干净。

  ⑻ 皮带机头、泵站、移动变电站等要害部位灭火设施要齐全,所有下井人员要熟悉灭火器材的使用方法和存放地点。

  ⑼ 各液压联轴节的易熔保护塞必须符合规定,严禁用其它物品代替易熔塞,油介质联轴节不得用水代替透平油。

  ⑽ 对容易引起外因火灾的电源及各种开关电缆,整定值要符合规定,确保准确无误,严禁电气设备失保、失爆。

  2.水灾预防

  ⑴ 采掘工作面必须警惕水患的发生,做到有疑必探,先探后掘。

  ⑵ 注意观察工作面顶板砂岩水对采掘工作面的影响。当采掘工作面顶板和煤壁出现淋水,且有增大趋势时,应及时通知调度和有关单位,并编制专门的探放水措施,报矿总总工程师批准后执行。

  ⑶ 采掘工作面遇到断层应摸清断层的导水性、富水性及其水力联系,发现疑问及时编制防突水措施,报总工程师批准。所有人员应熟知灾害预兆及避灾路线,保持各安全出口畅通。

  3 瓦斯、煤尘预防

  ⑴ 加强瓦斯监测与检测,采掘工作面按《规程》规定安设瓦斯监测装置和瓦斯超限自动断电装置。局扇实行“三专两闭锁”,严格执行瓦斯巡回检查制度

  ⑵ 防止发生局部瓦斯积聚,发生积聚,必须编制瓦斯排放安全技术措施,报总工程师批准执行。

  ⑶ 加强通风管理,确保系统完善,风流稳定。

  ⑷ 必须采取综合防尘措施,建立完善的防尘洒水系统,各产生粉尘地点,必须采取喷露洒水、设置净化喷露等有效的防尘措施。各巷道必须定期洒水灭尘。

  ⑸ 工作面风速必须严格控制,防止煤尘飞扬。

  ⑹ 严防撞击、摩擦、静电火花的产生。

  ⑺ 主要进回风巷道、工作面上下风巷都应设置水棚或岩粉棚。其数量按《规程》及其执行说明有关规定设置。

  4 煤与瓦斯突出预防

  ⑴ 井下所有工作人员都必须熟知煤与瓦斯突出及其防治的基本知识,当发现有突出预兆时瓦斯检查人员有权停止作业,协助班队长立即组织人员按避灾路线撤出,并及时报告矿调度所。

  ⑵ 煤层巷道掘进,采取先抽放瓦斯后掘进或采取其它有效防止煤与瓦斯突出措施,并经效果检验确认无突出危险后,方可掘进。

  ⑶ 在煤层中掘进或回采前,应根据煤层的突出危险性和具体条件,按《规程》有关规定编制防止突出的安全技术措施报矿总工程师批准后执行。

  当采掘工作面靠近或处于断层、破碎带或煤层变薄区等特殊地质地段,必须认真检查预防突出措施的实际效果。如未能达到预期效果,应及时采取补救措施。

  5 其它

  ⑴ 各采掘工作面在掘进和回采前,应在作业规程内明确规定水、火、瓦斯、煤尘、煤与瓦斯突出等预兆、防治方法以及避灾路线。

  ⑵ 各采掘工作面应保持其安全出口畅通无阻,防止巷道冒顶堵人。各采掘工作面作业规程内应明确规定防止巷道大面积冒落堵人的安全措施

  九、机械设备选型设计

  1. 工作面刮板机选型、验算

  ⑴ 工作面参数:

  运输长度 L= 194 (m),运输角度 a= -9(°),运输量 Qq= 800(t/h)。

  ⑵ 刮板机型号:

  SGZ-764/630,输送量 Q= 1100t/h,链速 V= 1.17m/s,功率 N= 2*315kw。设计长度 200m。

  刮板链:中双链 Ф30×108,链条总破断力 Sp= 2260KN。

  ⑶ 输送能力验算:

  Q=3600FΨγv=3600*0.36*0.57*0.9*1.1=962t/h

  式中:Q――――――刮板机输送能力,t/h

  F――――――中部槽断面积,m2

  Ψ――――――中部槽装满系数

  γ――――――煤的松散密度

  v―――――――刮板机链速

  故选用SGZ-764/630型刮板输送机能满足运煤要求。

  2. 顺槽转载机选型、验算

  ⑴ 参数:

  运输长度 L= 40(m),运输角度 a= 0(°),运输量 Qq= 800(t/h)。

  ⑵ 选用转载机参数:

  型号:SZZ-800/200 ,输送量 Q= 1800t/h,设计长度 45m 链速 V= 1.83m/s,

  功率 N= 200kw。刮板链:中双链Ф34×126,链条总破断力 Sp= 145000kg。

  ⑶ 验算结果:

  根据选用转载机的性能参数得知,选用SZZ— 800/200型转载机能满足使用要求。

  3. 破碎机选型、验算

  ⑴ 选用破碎机参数:

  型号:PCM200 ,破碎能力Q= 2000t/h,最大输入块度800*800mm,出料粒度300(250,200,150),电机功率 N= 200kw。

  ⑵ 验算结果:

  根据选用破碎机的性能参数得知,选用PCM200型转载机能满足使用要求。

  4. 顺槽皮带机选型、验算

  长度850米,选用SSJ-1200/2*200型伸缩带式输送机一部

  ⑴ 皮带机参数:

  输送量:1200t/h

  带速: 3.15m/s

  带宽: 1200mm

  电机功率:2*200kw

  输送长度:2000m

  ⑵输送能力验算:

  Q=3600KCB2γv=3600*0.12*0.9*1.22*0.9*3.15=1587t/h

  式中:Q―――――输送能力,t/h

  K―――――断面系数

  C―――――倾角系数

  B----------输送带宽

  γ――――――煤的松散密度

  v―――――――输送带运行速度

  故选用SSJ-1200/2*200型伸缩带式输送机能满足使用要求。

  5. 运输斜巷刮板机选型

  ⑴ 工作面参数:

  运量Q=900t/h

  运输长度L=80m

  运输角度α=-16°

  ⑵ 选用刮板机参数:

  型号:SGZ-730/400-WK V=0.95m/s

  输送量Q=900t/h

  链速V=.95m/s

  功率N=400KW

  刮板链:中双链26*92

  刮板链单重q0=40kg/m

  链条总破断力Sp=170000Kg

  ⑶ 计算结果:

  S1=300kg

  S2=2258kg

  S3=2416.06kg

  S4=10971kg

  计算功率N=K*K1*K2*[q*(wcosA+sinA)+2q0w1cosA]*L*V/(1000*n)=164Kw

  空载功率N=33Kw

  式中:

  K----功率备用系数,K=1.2

  K1----刮板机链绕过链轮时的附加阻力系数,K1=1.1

  K2----输送机水平弯曲时的附加阻力系数,K2=1.1

  w----货载在溜槽中运行阻力系数,w=0.7

  w1----刮板链在溜槽中运行阻力系数,w1=0.35

  n----传动效率,n=0.864

  6. 工作面采煤机选型

  工作面参数:13槽综放采煤,采高2.6米,缓倾斜煤层。

  因此,选用MG300/700-WD型采煤机一台,主要技术参数如下:

  采高范围 2.0-4.0m

  煤层硬度 硬或中硬

  适应倾角 ≤16°

  截深 630mm

  截割功率 2*300Kw

  供电电压 1140v

  滚筒直径 1800mm

  卧底量 316mm

  牵引与调速方式 交流变频调速齿轮销轨式无链牵引

  配套输送机宽度 764mm

  喷雾方式 内外喷雾

  整机重量 45t

  从以上技术参数可知,选用MG-300/700-WD型电牵引双滚筒采煤机能满足使用要求。

  7. 工作面支架选型

  工作面参数:13槽综放采煤,采高2.6米,缓倾斜煤层。

  支护强度核算:

  Q=MKR=2.6*8*2.5*9.8*10-3=0.51(MPa)

  式中:Q-------------预计支护强度

  K-------------增载系数,取8

  M-------------采高为2.6米

  R--------------顶板岩石容重,取2.5t/m3

  根据计算,选用ZF5200-17/28型液压支架,其中支护强度为0.67MPa>0.51MPa,满足强度要求。

  ZF5200-17/28H型液压支架主要技术参数如下:

  支撑高度: 1.7~2.8m

  工作阻力: 5200KN

  初撑力: 4000KN

  支护强度: 0.67MPa

  支架重量: 16.8t

  因此,根据工作面长度和采高的需要,选用ZF5200-17/28H型液压支架130架。

  8. 泵站设备选型

  选用RB400/31.5型乳化液泵站二台,主要技术参数如下:

  公称压力: 31.5MP

  流量: 400L/min

  电机功率: 250KW

  由工作面三机配套设备选型可知,采煤机、液压支架、链板机三者配套,所选设备设计生产能力大于实际生产能力,符合要求。

  十、供电设计

  ㈠ 变压器的选择

  1. 660V系统

  ΣP=18.5+17+18.5+4×11.4+20=119.6KW

  取Kx=0.6 COSφ=0.7

  Sb=Σpe×Kx/COSφ=119.6×0.6/0.7=102.5<500KVA

  故可选用变比为6/0.69,KBSGZY630-6/0.69移动变电站一台。

  2、1140V系统

  ΣP=2×200+2×200+2×2×315+2×250+2×200=2960KW

  取Kx=0.7 COSφ=0.7

  Sb=Σpe*Kx/COSφ=2960×0.7/0.7=2960<1250×3KVA

  故可选用变比为6/1.14,KBSGZY1250-6/1.14移动变电站3台。

  3、3300V系统

  ΣP=700KW

  取Kx=1 COSφ=0.7

  Sb=Σpe*Kx/COSφ=700×1/0.7=1000<1600KVA

  故可选用变比为6/3.4,KBSGZY1600-6/3.4移动变电站一台。

  ㈡ 电缆的选择

  

  3、3300V系统

  煤机电缆的选择

  ΣP=700KW

  I=Ig=700×0.22=154

  故煤机电缆可选用UCPQ-G-3300-3*70+1*50-4*6电缆295m。

  ㈢ 开关的选择

  1、上风巷控绞车的开关选用QC83-80N型开关,

  2、1140V磁力起动器开关选用QJZ-300(400)、QJZ—2*400真空开关

  3、1140V馈电选用DKZB-400型、KBZ-500型。

  4、660V系统馈电选用DW80-350(200)系列

  5、660V磁力起动器开关选用QJZ-80(120)真空开关

  6、3300V馈电选用KE3002型

  ㈣ 短路保护装置的整定计算(附表)

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