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s6-8综采放顶煤工作面开采设计

s6-8综采放顶煤工作面开采设计
s6-8综采放顶煤工作面开采设计

前言

第一节概况

一、地理位置、隶属关系、交通

山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿(以下简称常村煤矿)位于山西省屯留县东部,沁水煤田东部中段,地理坐标东经112゜54′26″~112゜59′29″,北纬36゜16′51″~36゜26′09″。行政区划属山西省长治市屯留县管辖。

本区范围北以文王山南断层为界,南以安昌断层、藕泽断层及绛河北岸最高洪水位线保护煤柱为界,东邻王庄井田,西邻屯留井田。井田东西宽7.4 km,南北长17 km,面积约为107.3818km2。

本区北距太原市200km,南距长治市23km,东距长治火车站15km,交通十分便利。井田中部有东西向309国道穿过,南北向208道从本区东部通过,另外本矿还建有铁路专用线。见交通位置图。

二、企业性质

潞安矿业(集团)有限责任公司,是2000年在原潞安矿务局的基础上改制成立的,属山西省授权经营的12户国有重点企业,全国500家最大工业企业之一。2001年7月19日,经山西省人民政府晋政函[2001]202号文件批准,以山西潞安矿业(集团)有限责任公司作为主发起人,联合郑州铁路局、日照港(集团)有限公司、上海宝钢国际经济贸易有限公司、天脊煤化工集团有限公司和山西潞安工程有限公司五家单位共同发起设立山西潞安环保能源开发股份有限公司。

山西潞安环保能源开发股份有限公司顺应市场经济新形势的要求,积极迎接全球经济一体化带来的机遇和挑战,正在进一步深化体制机制改革,全方位大力实施建设"中国潞安" 的发展战略,力争在不久的将来,建设成为一个高效率、高效益、高技术、高管理,"四跨"经营的大型现代化企业集团。

三、工作面生产能力及可开采时间

常村煤矿生产能力核定为7.0Mt/a,截止2012年底3号煤保有资源储量为

678.64Mt,保有可采储量257.27Mt; 15

号煤保有资源储量为138.18Mt,保有可采储

-3

量34.92Mt。矿井的服务年限为29.71a。

矿井现开采N3采区、S6采区。其中S6采区位于井田东南部,东西宽约3.4km,南北长约3.1km,面积约5.66km2。S6-8工作面东北接S6轨道上山、东邻S6-5工作面(未布置)、西邻S6-7工作面,本次设计S6-8生产能力为2.4Mt/a,工作面开采煤层为3#煤层,探测平均厚度为5.81m。经计算S6-8工作面可采储量为160万吨,工作面可开采时间约为7.83个月。

第二节设计的主要依据

1、国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局于2008年7月下发安监总煤行[2008]130号文《国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》

2、山西省煤炭工业局下发晋煤安发[2008]702号文《关于转发<国家安全生产监督管理总局国家煤矿安全监察局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知>的通知》

3、山西省煤炭工业厅晋煤安发[2009]118号关于《山西省放顶煤开采工作面设计审批和验收工作方案》的通知;

4、山西潞安环保能源开发股份有限公司常村煤矿放顶煤工作面设计委托书;

5、山西省煤炭地质114勘查院编制的《山西潞安环保能源开发股份公司常村煤矿生产矿井地质报告》(2013年)及批文;

6、中华人民共和国国土资源部2001年颁发的《采矿许可证》;

7、煤炭工业太原设计研究院于2005年编制的《山西潞安环保能源开发股份公司常村矿井西坡风井初步设计安全专篇》;

8、有关防灭火、防治水的设计规范;

9、《煤矿安全规程》(2011年);

10、《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005);

11、《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002);

12、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》;

13、《矿井通风安全装备标准》(GB/T50518-2010);

14、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》(MT5018-96);

15、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027-2006);

16、《煤矿防治水规定》;

17、常村煤矿提供的《工作面回采地质说明书》等有关资料。

第三节设计的指导思想与主要特点

一、设计的指导思想

本着“安全第一、预防为主、综合治理”的基本原则,以国家颁布的有关安全生产法令、法规,以及规程、规范和标准为依据,建立健全和完善煤矿放顶煤工作面安全管理,增强放顶煤工作面的综合抗灾能力和安全程度,确保安全高效生产。

以经济效益为中心,以安全可靠的采掘运设备为保障,以现代化管理模式为手段,确保将该矿井建成生产系统和环节布局合理,技术先进,设备可靠,经济效益佳,并能与现有各系统衔接顺畅,配套协调,以使常村煤矿成为更安全、高产、高效之现代化矿井。

二、设计的主要特点

1、在矿井已形成的生产系统的基础上,充分利用已有巷道、设施和设施,合理确定回采工作面的参数及巷道布置,保证采掘衔接顺利。

2、工作面采用走向长壁一次采全厚综采放顶煤采煤法。

3、工作面采用“一进两回”的通风方式:回风顺槽沿3号煤层顶板布置,轨道顺槽和胶带顺槽沿3号煤层底板布置,有效解决工作面的瓦斯超限问题。

第四节存在的主要问题与建议

一、主要问题

3号煤上部发育有7、8、9、10、11、12号6个砂岩含水层,除7、8号含水层距3

号煤层较近外,其它含水层距3号煤层较远,而7、8号含水层为弱含水层。因此,各含水层水对巷道掘进影响不大。

根据瞬变电磁勘探,工作面范围内3号煤层顶板7、8、9号含水层基本不含水。

另S6-8工作面属于承压开采区域,煤层底板标高为+513~+580m该矿奥灰水水位标高为+639m,承压59~126m高水柱,断层和陷落柱可能导通含水层,进行采掘工程时要坚持“预测预报、有掘必探、有采必探,先探后掘、先探后采”的原则。

二、建议

常村矿井为高瓦斯矿井,煤尘具有爆炸危险性,瓦斯问题直接影响矿井生产。建议在今后的补勘工作中,进一步查明S6-8工作面瓦斯的赋存状况,为矿井治理瓦斯提供更丰富、可靠的地质资料。

S6-8工作面为带压开采,虽然山西省144煤田地质勘探队《山西省屯留县沁水煤田潞安矿区常村精查勘探区地质报告》(1979年)已按有关规范进行了评价,奥灰水对煤层开采无影响,但是矿井突水受多种因素影响,如果遇导断层或陷落柱,水文地质条件将趋于复杂。生产过程中需总结经验,采取防范措施。

第一章采区概况及地质特征

第一节矿井概况

一、矿井四邻关系

常村井田东邻王庄煤矿,西邻余吾煤业有限公司,东北部邻漳村煤矿,南部邻古城煤业有限公司,西南部邻郭庄煤业有限责任公司。

周边矿井目前均无越界开采行为,基本情况如下图1-1-1。

郭庄煤业有限责任公司:采矿许可证号为1400000622546,是山西省潞安矿业(集团)有限责任公司控股企业。始建于1988年,1996年建成投产,设计年产原煤60万t/a,开采山西组3号煤层,采用一对立井单水平开拓方式,走向长壁式倾斜分层采煤法。经技术改造,2007年核定生产能力90万t/a,仍开采3号煤层,采煤方法为走向长壁式综采放顶煤。经鉴定属低瓦斯矿井,煤尘有爆炸危险性,3号煤层属不易自燃煤层,2010年矿井正常涌水量39m3/h,最大涌水量50m3/h。

王庄煤矿:采矿许可证号为1000000120131,许可证有效期2001年11月~2031年11月,是山西潞安环保能源股份有限公司下属企业之一。采用主斜井结合盘区石门,上下山开拓方式,采煤方法为走向长壁式综采放顶煤。现开采山西组3号煤层,2006年矿井核定生产能力为710万t/a。经鉴定属低瓦斯、局部(52、62采区)为高瓦斯区,煤尘有爆炸性,3号煤层属不易自燃煤层,2010年矿井正常涌水量为337.00m3/h,最大涌水量为374.00m3/h。

漳村煤矿:采矿许可证号为1000000120133,有效期自2001年11月至2031年11月,是山西潞安环保能源股份有限公司下属企业之一。开拓方式为斜立井混合开拓,采煤方法为走向长壁式综采放顶煤。现开采山西组3号煤层,2008年核定生产能力为400万t/a。经鉴定属低瓦斯矿井,煤尘具有爆炸性,3号煤层属不易自燃煤层,2010年矿井正常涌水量为300m3/h,最大涌水量为370m3/h。

余吾煤业有限公司:采矿许可证号为1000000720109,许可证有效期为2007年11月16日至2036年12月31日,是山西潞安环保能源股份有限公司下属企业之一,采用

中央立井开拓方式,采煤方法为走向长壁式一次采全高。现开采3号煤层,2006年核定生产能力为270万吨/年。经鉴定属高瓦斯矿井,煤尘有爆炸性。2010年矿井正常涌水量为160m3/h,最大涌水量311.5m3/h。

古城煤矿是王庄煤矿接替井,拟建生产能力1000万t/a矿井。在建矿井。

周围煤矿因为边界都留有保安煤柱,井田内无小窑,故对本矿的安全生产影响不大。

二、开拓方式

常村煤矿采用立井开拓方式,工业场地布置有主立井、副立井和回风立井。为解决矿井南翼S5、S6采区的通风问题,2005年在西坡村的西南侧约5 km处新建了西坡进、回风2个立井。

1、主立井

主立井井筒净直径为6.5m,井筒深度497.0m,提升机为引进德国SIEMAG公司的5绳摩擦提升机,提升容器为一对30t箕斗,井筒装备为槽钢组合罐道梁空心矩形钢罐道。主立井井筒断面见图1-1-2。

2、副立井

副立井井筒净直径为8.0m,井筒深度447.0m,装备两套提升设备,双罐提升机为引进德国EPR公司制造的4绳摩擦式提升机,滚筒直径3500mm。单罐提升机引进德国EPR公司制造2绳摩擦式提升机,滚筒直径3500mm。井筒内装备有梯子间,担负全矿井的辅助提升任务,兼做矿井主要进风井和安全出口。井筒装备为槽钢组合罐道梁空心矩形钢罐道。副立井井筒断面见图1-1-3。

3、回风立井

回风立井净直径为 6.5m,井筒深度375.7m,装备有梯子间,通风机为AGF606-4.0-2.4-2型轴流式通风机两台,一用一备,配套电机额定功率为4000 kW,主要担负矿井的+520 m水平北翼采区和前期南翼部分采区的回风任务,兼做安全出口。回风立井井筒断面见图1-1-4。

4、西坡进风立井

西坡进风立井井筒净直径为6.0m,井筒深度403.8m,装备有梯子间,主要担负矿

井的+520m水平南翼采区的进风任务,兼做安全出口。西坡进风立井井筒断面见图1-1-5。

5、西坡回风立井

西坡回风立井井筒净直径为 6.0m,井筒深度359.0m,装备有梯子间,通风机为AGF606-4.0-2.4-2型轴流式通风机两台,一用一备,配套电机额定功率为4000kW,主要担负矿井的+520m水平后期南翼采区的回风任务,兼做安全出口。西坡回风立井井筒断面见图1-1-6。

三、水平划分

常村煤矿3号煤划分为两个水平,第一水平为+520m水平(目前的生产水平),开采3号煤浅部,采用4条南翼、5条北翼大巷布置:在3号煤层底板岩石中设一条水平轨道大巷,在3号煤层中设一条胶带输送机大巷和两条回风大巷,北翼较南翼多布置一条进风行人大巷。第二水平为+470m水平,开采3号煤层的深部,现已开展各项审批手续。

四、采区划分及开采现状

依据充分利用永久建筑的煤柱线作为采区边界和保证采区合理开采范围等原则,设计将+520 m开采水平划分为9个采区,分别为S1、S2、S3、S4、S5、S6、N1、N2、N3,其中S1、S2、S3、S4、N1、N2采区已经基本采完。

目前正在开采工作面有S6-7、N3-7和N1-3综采放顶煤工作面。常村煤矿+520m开采水平采区划分及开采现状如图1-1-7所示。

图1-1-7 常村煤矿+520 m开采水平采区划分及开采现状

五、生产系统

1、提升系统

本矿目前正在运行的提升设备有主立井提升设备和副立井提升设备。

主立井担负全矿原煤提升任务,在井底设有容量2000 t的缓冲煤仓,井口地面标高+937.3 m,井深497 m,井筒直径6.5 m,组合钢罐道,装备一对30 t同侧装卸式五绳箕斗。提升设备为一台引进德国SIEMAG公司制造的五绳落地式多绳摩擦轮提升机(Dg=5 m、Fm=110 t、Fc=30 t、i=1、μ=0.25、Vm=13 m/s);配2台1DQ5040-7AA06-Z 型同步电动机(2×2000 kW、49.65 r/min 、1550 V);电气传动系统采用德国西门子公司模拟交-交变频矢量控制同步电机系统,控制系统采用S7-400控制器,传动控制系统采用SIMADYNC模拟控制系统。首绳为英国BRIDON公司制造的6×35-FO-1670型镀锌钢丝绳(直径50 mm、单重9.08 kg/m、拉断力总和1593 kN/根)共5根;尾绳为鞍钢制造的P177×28(8×4×9)扁股钢丝绳,共3根。主井井架为单斜撑钢结构井架,井架上天轮中心到井口高58 m,下天轮中心到井口高50 m,天轮直径5 m。一次提升循环时间为T=75.5 s,目前核定提升能力(330 d、18 h)7.02 Mt/a。

副立井担负人员、矸石、材料、设备和大件的提升任务,井口轨面标高+937 m,提升高度420 m,井筒直径8 m,组合钢罐道,装备两套提升容器,一套是两个3 t矿

车双层单车罐笼(每次可提升2辆3 t矿车或87人,最大提升负荷为18 t),另一套为

长材罐+平衡锤(可提升12 m长材或20人,最大提升负荷为4 t)。

双罐提升机为引进德国EPR公司制造的4绳落地式多绳摩擦轮提升机(Dg=3.5 m、

F

=41.6 t、Fc=10.6 t、i=1、μ=0.25、Vm=8 m/s);配1台瑞典ABB公司制造的LC1903 m

型直流电动机(900 kW 、43.7 r/min 、390 V)。控制系统采用AC800控制器,传动控

制采用TYRAK系统,监控采编采用MasterView320系统,编程维护系统采用AS140工程

站。首绳为英国BRIDON公司制造的6×25FC(12/6+6/1)镀锌钢丝绳(直径40 mm,单

重4.56 kg/m、拉断力总和852 kN/根)共4根;尾绳为34×7WSC平衡钢丝绳(直径40 mm,

单重6.39 kg/m)共3根。

长材罐提升机为引进德国EPR公司制造的2绳落地式多绳摩擦轮提升机(Dg=3.5 m、

Fm=19.8 t、Fc=2 t、i=23.5、μ=0.25、Vm=6.5 m/s);配1台瑞典ABB公司制造的LAB355LC

型直流电动机(260 kW、834 r/min、425 V)。控制系统采用MasterView200控制器,

传动控制采用TYRAK系统,监控采编采用MasterView320系统,编程维护系统采用AS140

工程站。首绳为英国BRIDON公司制造的6×25FC(12/6+6F/1)+FC镀锌钢丝绳(直径

35 mm,单重4.56 kg/m、拉断力总和852 kN/根)共2根;尾绳为34×7WSC平衡钢丝绳

(直径27 mm)共3根。

上述两套副井提升设备共用一个井架,井架高度28.8 m。

2、运输系统

1)辅助运输系统

常村煤矿现有的辅助运输系统为:大巷采用12 t蓄电池式电机车牵引900 mm轨距、

3 t系列矿车,运送物料和人员;采区材料巷(材料上、下山)采用英国产700型卡轨

车、DXP60型防爆蓄电池单轨吊和DZ1800型柴油机单轨吊辅助运输;工作面采用单轨吊

运送物料。井下目前有25台单轨吊、5部卡轨车。

大型设备、物料运送:副井井底车场→+520m水平大巷→16t换装站→卡轨车运至

单轨吊换装站→单轨吊至各工作面卸料点。

日常生产材料:副井井底车场→+520m水平大巷→各采区车场→单轨吊至各工作面

卸料点。

人员运送:副井井底车场等侯室→520大巷人车→各采区候车点→S翼猴车→至回采工作面。

2)煤炭运输系统

在+520m水平胶带大巷南北两翼各装备一条带宽1200mm固定式钢丝绳芯胶带输送机,各工作面的原煤分别由顺槽输送机转载到各采区胶带输送机上,再经采区煤仓给煤机落到+520m水平胶带大巷胶带输送机上。然后转载到现有的+520m水平井底煤仓(螺旋立煤仓),原煤由+520m水平井底煤仓下的定量装载输送机装入30t箕斗后提升至地面。

3、通风系统

目前,常村煤矿矿井通风方式为主立井、副立井、西坡进风立井进风,回风立井、西坡回风立井回风的分区域并列式通风。全矿井总进风量为45600m3/min,总回风量为45600m3/min,其中:主立井、副立井进风量为25440m3/min,回风立井回风量为24450m3/min,西坡进风立井进风量为20160m3/min,西坡回风立井回风量为21150m3/min。

回风立井安装有轴流式通风机,型号为AGF606-4.0-2.4-2,电机额定功率为4000 kW,一台运转,一台备用。西坡回风立井安装有两台型号为AGF606-4.0-2.4-2型同等能力的轴流式通风机,电机额定功率为4000 kW,一台运转,一台备用。

4、排水系统

常村煤矿排水系统为单水平开采直接排水系统,在副立井井底+520m水平设主排水泵房,内设5台MD280—65×8型水泵(配6 kV、710 kW电动机),沿副立井敷设Φ377×11排水管2趟,排水高度420m。正常涌水期间一趟排水管工作,一趟排水管备用,最大涌水期间,两趟排水管全部工作。正常涌水时2台水泵并联工作,2台备用,1台检修,每台水泵排水能力280m3/h,满足全矿井排水的要求。在副立井井底布置有效容量为4980m3的井底水仓,水仓采用主、副水仓分别布置形式。

5、矿井压风系统

常村煤矿向井下提供压缩空气的地面空气压缩站有中央压风机房和西坡压风机房。

中央压风机房现有型号为SA-250W-6K压风机5台(两用两备一检修),由北京复盛公司生产,配套电机功率250 kW,台排气量40.5m3/min,排气压力0.85MPa。中央压风机房主要向井下S3采区、S4采区、N1采区、N2采区、N3采区、S+520大巷、N+520大巷、+470水平、主井装载系统、副井提升操车系统、井下单轨吊道叉及换装站供风。

西坡风井压风机房有型号为SA250-6K-T压风机3台(一用一备一检修),由北京复盛公司生产,配套电机功率250 kW,每台排气量40.5m3/min,排气压力0.8/0.85 MPa。西坡风井压风机房主要向井下S5采区、S6采区及其采区使用单轨吊道叉及换装站供风。

矿井主要用风设备为采掘工作面风动设备及压风自救装置救灾用风。

6、供电系统

常村矿110 kV变电站是矿区的一座中心变电站,共有四回路,两回电源引自库西开闭站,导线型号为LGJ-300mm2,长度3km;另两回引自五阳电厂,导线型号为LGJ-240mm2,长度16km。该变电站设三台主变压器,容量为31.5 MVA,电压等级为110/35/6 kV,运行方式为两台运行一台备用,据调查该变电站现35kV侧负荷为50MW,6kV侧负荷为10MW,现已满负荷运行,而且35kV部分已没有备用间隔,6kV部分还有备用间隔。

7、瓦斯抽放系统

常村煤矿2012年矿井瓦斯绝对涌出量为114.63m3/min,相对涌出量为8.51m3/t。

常村煤矿目前采用地面永久泵站及井下移动泵站高、低负压综合抽采,共计敷设高、低负压抽采管路51000m,其中高负压抽采管路 43000m,低负压抽采管路8000m。主要采用边掘边抽、采前预抽、边采边抽、采空区裂隙带抽采、埋管抽采。随着移动泵站的投运,抽采系统得到了明显改善,解决了抽采负压不足的问题,移动泵站投运后,主要用于综采工作面边采边抽及采空区裂隙带抽采,2011年常村煤矿顺利实现了抽采达标。

常村煤矿地面永久抽采瓦斯系统于2006年8月开工建设,2007年1月建成开始运行。地面瓦斯抽采泵站共安设7台2BEC72型水环式真空泵,高负压系统为两台运转,两台备用,一台检修(每十天切换一次);低负压系统为一台运转,一台备用。额定最大抽采量为525m3/min,额定最大抽采负压为80kPa,电机额定功率710kW。地面瓦斯抽采泵站目前平均抽采负压49kPa,管道混合气体流量450-475m3/min,平均瓦斯浓度约

8-10%,纯瓦斯流量约45-55m3/min。

井下移动抽采泵共安设六台2BEY52型水环式真空泵,S3、S5、N3采区各两台,一台运转,一台备用。额定最大抽采量为280m3/min,额定最大抽采负压为80kPa,电机额定功率355KW。截止2010年10月份全部正式投运,移动泵站主要用于抽采综采工作面的边采边抽、采空区裂隙带抽采、埋管抽采,进行低负压瓦斯抽采。

8、监测监控及通讯系统

1)矿井监测监控系统

常村煤矿属高瓦斯矿井,不易自燃煤层,目前矿井装备有一套KJ95N安全生产监控系统,该系统目前就运行于千兆环网平台上,该系统符合《煤矿安全监控系统通用技术要求(AQ6201-2006)》和国家安全生产监督总局颁发的《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007标准)。

目前矿井下瓦斯监控系统共安装有监控分站106余台,对井下各采掘工作面、各进回风巷、总回风巷及煤溜一条线系统、主扇、井下固定及移动避难硐室等地方的各种环境及工况参数进行24小时不间断监测。系统具备甲烷电、风电闭锁装置的全部功能。目前共安装瓦斯传感器152台、风速传感器43台、CO传感器76台、温度传感器27台、开停传感器257台、风门传感器15台、负压传感器4台、烟雾传感器50台,各类传感器共计930余台(套)。

目前KJ95N型安全监控系统在地面中心站配备有两台监控主机,实现双机冗余热备份,当一台出现故障时,可自动切换到另一台,防止了数据丢失或控制失控,并配有图形工作站及打印机,具备声、光报警、显示、存储、浏览和打印报表的功能。同时监测监控系统通过专用监控服务器与矿井“安全生产信息网络系统”实现了联网,在矿井任何地方、办公室都可通过工作站浏览、共享监控系统的各种信息。并且与集团公司安全监控网联网,将系统实时监测的信息上传公司监控网络,实现了对安全监测数据的远程监控。

2)井下作业人员管理系统

常村煤矿目前使用的人员定位跟踪系统是KJ251A型系统,该系统覆盖了井下所有

巷道、工作面,所有下井人员全部佩戴有人员定位识别卡,做到了100%人员覆盖和地点覆盖。该系统建立有独立的百兆光纤环网平台,具备自愈、自检功能,系统安装的后备电源系统停电后能保持不小于两小时的不间断监测。该系统符合《煤矿安全监控系统通用技术要求(AQ6201-2006)》和国家安全生产监督总局颁发的《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》(AQ1029-2007标准),同时该系统还担负矿井车辆运输管理定位,对矿井生产使用的各种车辆进行跟踪定位,方便于矿上运输车辆调度。

目前矿井上下人员定位系统共安装定位交换机9台,定位分站46台,读卡器178台,人员定位识别卡6500张,车辆定位卡1350张。该系统采用主副机双机热备功能,可实时查看井下人员工作分布地点,并可实时跟踪,并可以对历史轨迹进行再现,并且具有危险区域报警功能,非指定人员进入专属区域会在地面主机上发出声光报警信号。

井口设有人员定位检卡系统,该系统采用国内先进的八点人脸识别,可在15-20m 范围内实现人员的人脸识别,实现全面检卡。

同时人员定位系统通过专用监控服务器与矿井“安全生产信息网络系统”实现了联网,在矿井任何地方、办公室都可通过工作站浏览、共享系统的各种信息。并且与集团公司安全监控网联网,将系统实时监测的信息上传公司监控网络,实现了对井下作业人员信息的远程监控。

3)产量监测系统

矿井现装备有ICS-XB型电子皮带秤计量系统,实时计量矿井产量情况,并将产量数据通过煤矿安全监控专网传送到各级监控中心和管理部门。

4)通讯联络系统

矿井目前井下使用的通讯联络共有三种系统,分别是调度电话通信系统、无线小灵通通讯系统、应急救援紧急扩音通讯系统。

调度电话通信系统:使用哈里斯H20-20 IXP2000/S R交换机,装机总容量512门,现装机256门,目前井下共使用电话210余部,覆盖井上下生产作业地点、机电硐室、避难硐室、大巷车场等,地面调度指挥中心使用四台双手柄2B+D调度台,可以实现强拆、强插、群呼等功能,与主扇、主排水泵房、主要变电所均设有直通电话。同时利用

光纤传输及PCM交叉复用技术,以及全数字SDH网络构建了常村煤矿到西坡风井、温庄煤业、潞阳公司各矿的远距离调度通信系统。调度指挥中心使用电话全部实现录音。

无线小灵通系统:目前信号覆盖了井下主/副井口/底,S/N520大巷、各采区轨道上下山,方便了井下流动作业人员的通讯联络。

应急救援紧急扩音通讯系统:在S6采区安装了安全避险应急救援紧急喊话系统,覆盖了S6采区各巷道,工作面、S6救援舱等地方,在巷道中每100m安设一台扩音喊话器,通过井上下环网与调度指挥中心可以实现双向喊话通信,一旦出现紧急情况,可以在指挥中心与井下进行紧急喊话通信。

9、压风系统

矿井中央工业场地地面压风机房选用3台SA-250W-8.5螺杆式压缩机和两台SA-250W-6k螺杆式压缩机。单台排气量40.5m3/min,额定排气压力0.85Mpa,配6kV,250kW电动机。

矿井西坡风井场地地面压风机房选用3台SA250-6K-T型螺杆式压缩机。单台排气量40.5m3/min,额定排气压力0.85/0.85Mpa,配6kV,250kW电动机。压风干管沿副立井和西坡进风立井井筒敷设,将压缩空气送至井下各用风地点。

矿井压风自救系统:

(1)设置压风自救系统,压风自救装置安装在回采工作面巷道内的压缩空气管道上。

(2)每个压风自救系统一般可供5~8人使用,压缩空气供给量,每人按0.3m3/min 计。压风自救装置设置在距离采掘工作面25~40m巷道内、工作面顺槽间隔50m安设一组阀门。压风管路设减压装置、消音装置、过滤装置和控制阀,压风出口压力在0.1~0.3兆帕之间,供风量不低于0.3m3/分钟·人,连续噪声不大于70分贝。

(3)在S6-8综采放顶煤采煤工作面轨道顺槽及胶带顺槽内敷设压风管路。压风自救系统安装位置必须是支架完好、无空帮空顶,地点宽敞的人行道侧。必须加强压风自救管理,及时维修,经常检修。

9、井下紧急避险系统

根据井下大巷和各掘进、回采工作面的长度,在S6采区设永久避难硐室,在S6-8工

作面设置救生舱,永久避难硐室按照相关规定与要求设置,具有抗爆、防毒、防火、耐高温等功能,设置了防爆密闭、氧气供应、动力供应、监测监控、通讯及人员定位系统,硐室内储存的食物和纯净水可满足设计救援时间内人员的需求,直通地面的钻孔内设置食物输送管,可直接向硐室内输送流体食物,紧急避险系统稳定、可靠。

本矿井为高瓦斯矿井,下井人员都佩带OSR-40化学氧自救器,并且要求额定防护时间不低于30min。

10、矿井供水施救系统

煤矿企业必须按照《煤矿安全规程》的要求,建设完善的防尘供水系统;除按照《煤矿安全规程》要求设置三通及阀门外,还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门,保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护,不得出现跑、冒、滴、漏现象,保证阀门开关灵活。

矿井供水施救系统水源引自工业场地生活给水系统。管道由应急钻孔通过束管引入井下,送至永久避难硐室供水点,并同时与井下消防洒水供水系统连接,设置阀门控制。在支管处设立三通,并加装闸阀和可调式减压阀,消防支管和洒水栓可以兼作供水点。主管采用DN50无缝钢管,支管采用DN20无缝钢管。同时在永久避难硐室设置罐装纯净水供应急情况下使用。

在工作面胶带顺槽、轨道顺槽设置有救生舱,从井下消防洒水管道引支管,并设置阀门与救生仓采用软连接的方式连接,作为救生舱内的供水水源之一。同时在救生舱内设置罐装纯净水供应急情况下使用。

井下供水施救管路要采取保护措施,防止灾变破坏。每隔一个月对供水施救管路进行维护,定期检修、测试,防止管路出现跑、冒、滴、漏,保证在灾变期间提供应急供水。

第二节采区概况

一、采区概况

S6采区位于井田东南部,东西宽约3.4km,南北长约3.1km,面积约5.66km2。整体地势东南高西北低,煤层底板标高为+510~+595m,地表标高为+908.7~+932.2m。3号煤

位于山西组的中、下部,为全井田可采。根据临近1068、常61、常62号钻孔统计确定该工作面煤层总厚为5.78~5.85m,平均厚度为5.81m,含夹矸一层,平均厚度为0.3m。工作面顶底板岩性为:老顶为粉砂岩、平均厚度3.41m,直接顶为泥岩、平均厚度2.33m,直接底为泥岩、平均厚度1.15m,老底为细砂岩、平均厚度1.79m。

二、巷道布置及生产系统

服务于S6工作面的巷道有S翼轨道巷(S6轨道上山)、S翼5胶带巷(S6皮带上山)、S翼1回风巷(S61回风上山)、S翼2回风巷(S62回风上山)、S翼猴车巷,共5条巷道,采区采用“三进两回”通风方式。在S6皮带上山安装一部胶带输送机,在S翼轨道巷(S6轨道上山)安装一部700型卡轨车,在S6采区中部设单轨吊换装硐室,在各工作面轨道顺槽安装NEC-D916型单轨吊将材料运进工作面。。

采区生产系统:

(1)运煤系统

S6-8工作面胶带顺槽胶带机→S6皮带上山→S翼5胶带巷→S翼(4~1)胶带巷→主井螺旋煤仓→地面。

(2)辅助运输系统

1)运料:

副立井→S520水平运输大巷→S6材料车场及斜巷→S翼轨道巷→S6采区轨道上山→S6-8工作面轨道顺槽。

2)运人:

副立井→井底车场→S520水平运输大巷→S翼猴车巷→S6采区运输上山→S6-8工作面轨道顺槽。

3)通风系统

副立井→井底车场→S520水平运输大巷→S翼轨道巷→S6采区轨道上山→S6-8工作面胶带顺槽→ S6-8回采工作面→S6-8轨道顺槽(S6-8回风顺槽)→S6轨回联络巷(S6采区2#正头联络巷)→S6采区1、2号回风上山→S翼1、2号回风巷→西坡回风立井→地面。

第三节地质特征

一、矿井基本地质情况

1、含煤地层

井田含煤地层为下二叠系山西组及上石炭系太原组,含煤地层总厚163.36m,含煤10~17层,煤层总厚11.25m,含煤系数为6.9%。

(1)山西组厚54.1m,含主要可采煤层3号煤层,煤层平均厚度6.05m,含煤系数11.20%,山西组顶底部、局部发育不稳定薄煤层1~3层,一般均不可采。

(2)太原组厚109.26m,含稳定的可采煤层15-3号煤层,不稳定的局部可采煤层8、9、12、15-1、15-2号煤层及不稳定薄煤层6、7、8-1、11、13、14号等煤层,太原组煤层总厚5.2m,含煤系数4.8%。

2、矿井地质构造

(1)褶曲

矿区姬村以东基本为一向西倾斜的单斜,发育有次一级轴向近南北向的褶曲,地层倾角3°-7°。姬村以西则以近南北向的相互平行的背、向斜为主,由东向西依次为姬村向斜、路村背斜、老军庄向斜、王村背斜、水东村背斜、宋村向斜和郭庄背斜,轴向均为近南北,在南北两端略有偏转,北端偏西,南端偏东,局部有一些东西向的小起伏。

(2)断层

截至2012年底,井田内发现有221条断层,其中由井巷、钻探工程揭露160个,落差大于20m的断层9条,落差较小的断层70个,该类断层落差一般小于5m;三维地震解释未经井巷、钻探工程验证的断层61条。除北部边界文王山南断层和东南边界的安昌断层、藕泽断层规模较大,由井巷工程和钻探工程揭露验证的断层较大的断层有F2、F3、FB-1以及F23与F17、F22等断层组成的断裂带,该类断层之间煤层走向较长时,作为划分采区的边界。2008年至2011年底,生产过程中井巷中揭露90条断层。矿区发育的正断层多为高角度,走向为近东西向,延伸较长。矿区发育的逆断层较少,断层较大的有F3、FB-1,逆断层走向为近南北向,倾角为45°左右,延伸较短。

(3)陷落柱

在实际生产过程中,至2012年底先后揭露有39个大小不等的陷落柱,均对生产有不同程度的影响。从实际揭露的陷落柱看,平面形态多为椭圆形,少数为近圆形,长轴多为南北向,短轴多为东西向,陷落柱长轴长度介于10~200m,短轴长度介于8~120m,最大面积达18992m2(X18),最小面积为64m2(X20)。除X6号陷落柱含水外(揭露时最大含水量为120m3/h,后逐渐减少,半年后为30m3/h左右,分析定为3号煤层顶板砂岩水),其他陷落柱不含水。另外,三维地震成果解释,未经井巷工程验证的陷落柱有69个。

(4)岩浆岩

本区无岩浆岩侵入。

(5)构造类型

本井田总体上为一向西倾的单斜,在此基础上井田东部发育有近东西向的波状起伏,西部近南北向的次级褶曲,伴有一定数量的断层和陷落柱,影响煤层开采的主要构造因素为断层、褶曲及陷落柱,均对生产有不同程度的影响;采掘过程和三维地震勘查表明,有为数不少的陷落柱。综上所述,常村煤矿总体构造类型应属简单偏中等类型。

3、煤层

(1)3号煤层位于山西组的中下部,以其本身厚度大、层位稳定为重要对比标志,

上距K

8砂岩22.42~43.3m。平均31.67m,下距K

7

砂岩顶面2.70~18.85m,平均12.98m,

煤层对比非常可靠。煤层厚度4.84~7.32m,平均厚度6.05m,结构简单,夹石1~3层,

夹石厚0.1~0.3m,仅个别孔(1009号孔)夹石变厚达0.75m。该煤层控制研究程度较高,为稳定型全井田范围内可采煤层。

(2)8

-2

号煤层位于太原组中上部。上距3号煤层46.58~66.66m,平均57.17m。下距9号煤层3.6~23.21m,平均9.68m,厚度0~1.73m,平均0.43m。属不稳定局部可采煤层。煤层顶板多为黑灰色厚层中粒砂岩。底板多为黑灰色粉砂岩。

(3)9号煤层位于太原组中部,下距K

4

灰岩0.79~9.60m,平均3.69m,个别钻孔

如2012、2023号钻孔,9号煤层直复于K

4

灰岩之上。厚0~2.21m,平均0.99m,属不稳定局部可采煤层。本区中部一般发育较好,多为可采厚度。夹矸0~3层,厚度及层数变化较大。向南、向北因下部夹矸增厚煤层分叉渐至尖灭。该煤层顶板多为黑灰色粉

砂岩,底板多为黑灰色泥岩、粉砂岩等。

(4)12号煤层位于K

4、K

3

石灰岩间。上距K

4

灰岩0.9~7.08m,平均3.68m。下距

K

3

灰岩1.92~11.7m,平均3.33m,厚0~1.02m,平均0.5m,结构简单,为单一煤层。属不稳定局部可采煤层。顶底板多为灰、黑色薄层粉砂岩或泥岩。

(5)15号煤层实际为一煤层组,位于太原组底部,上距K

2

石灰岩2.7~14.57m,

平均5.29m,一般发育15

-1、15

-2

、15

-3

号煤层。

1)15

-1

号煤层:

煤层厚0~1.35m,平均厚0.62m。除南部冲刷带外,全区普遍发育,结构简单,为单一煤层。北部常村以北、中部南浒庄一带发育较好,多达可采厚度,属不稳定局部可采煤层。煤层顶底板多为灰黑色泥岩,炭质含量增高,变为炭质泥岩。

2) 15

-2

号煤层

煤层厚0~0.87m,平均厚0.57m。结构简单,为单一煤层。本区中部南浒庄一带发育较好,成片达可采厚度。其余地区仅有零星钻孔达可采厚度,属不稳定的局部可采煤层。煤层顶底板多为黑色薄层泥岩。

3)15

-3

号煤层

本区内北部大面积范围内,该煤层厚度较稳定,煤厚0~2.73 m,平均1.66 m。夹矸1~3层,除本区南部大面积同生冲刷外,一般均达可采厚度,局部顶底板及夹石为炭质泥岩。

4、井田水文地质概况

地表水系主要有南部的绛河及北部的阎村水库、常隆水库。

绛河:由西向东流经本区南部,河床平缓开阔,一、二级阶地发育。据观测资料,流经本区南部最大流量1.46m3/s,最小流量0.78m3/s(1979年5月)。

阎村水库:坝址标高+933.37m,最高洪水位标高+931.96m,库容量474万m3;常隆水库坝址标高+920.20m,最高洪水位标高+916.6m,库容量约88万m3。

常村矿主、副井口标高+937.3m,回风井标高+937.2m,西坡进、回风井标高均为+934.8m,5个井口标高均在最高洪水位标高+931.96m以上。

(1)含水层及隔水层

1)主要含水层

根据钻孔揭露资料,将含水层由老至新叙述如下:

a.奥陶系中统灰岩含水层(Ⅰ)

为井田内主要含水层。按地层岩性组合可分为三组八段,即下马家沟组分三段、上马家沟组分三段、峰峰组分两段。含水层段主要为下马家沟组二段、三段,上马家沟组二段、三段,另外峰峰组一段岩溶有局部发育现象。含水层岩性主要由角砾状灰岩、泥灰岩、石灰岩组成,平均厚度130m;根据井田内水源井长期观测资料(见表5-2),3孔相距较近,2012年2月观测资料平均值642.40m,另据井田内2012年长观孔水位标高为+636.69~+636.20m(表5-1)。推测井田内奥灰水位+657~+642m,平均649.00m。根据表5-1水源井长期观测资料,平均下降速率2m/a左右,奥灰水位总体西南高东北低;含水层富水性不均一,勘查区东部、王村背斜轴部富水性稍好,向西富水性渐差,常-68号水文孔、常-82号孔在钻至峰峰组一段地层时,小溶孔发育,冲洗液全部漏失,消耗量大于12m3/h;王村水源井在钻至揭露奥灰地层84.20m时,冲洗液全部漏失,水位降至区域奥灰水位。N3采区井下水文孔揭露奥灰60m处涌水量5m3/h,揭露奥灰地层约200m处涌水量30m3/h;S6采区井下奥灰水文孔揭露奥灰地层约280m,涌水量仅5m3/h。

根据井田内奥灰水源井资料,单位涌水量 5.49~23.417L/s·m,水质类型属

SO

4·HCO

3

-Ca·Mg(Ca)型水。属强~极强富水性含水层。

b.石炭系上统太原组K

2

石灰岩含水层(Ⅱ)

层厚4.51~10.85m,平均7.68m。覆于14号煤层之上,上距3号煤层平均距离

96.18m,是15号煤层的顶板直接充水含水层。岩性为石灰岩,区内普遍发育,富水性

不均一,钻探过程中,王村背斜轴部附近钻孔冲洗液消耗量大,据本区水文孔资料,单

位涌水量0.0005~0.916L/s·m,渗透系数0.888m/d,水质类型HCO

3

-Na型。属中等富水性含水层。

c.石炭系上统太原组K

3

石灰岩含水层(Ⅲ)

综采工作面初次放顶安全措施(正式)

编订:__________________ 单位:__________________ 时间:__________________ 综采工作面初次放顶安全 措施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑

文件编号:KG-AO-2304-98 综采工作面初次放顶安全措施(正 式) 使用备注:本文档可用在日常工作场景,通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署,从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作,使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 1016综采工作面支架、采煤机、运输机等安装已经结束,通风、供水、供电、排水及运输系统已形成,工作面将投入生产,为了确保该工作面初次放顶期间的安全生产,特编制工作面初次放顶安全技术措施。 1. 初采前,工作面倾角为89?40',为了防止工作面支架、输送机向下窜动,应加快刮板输送机机头处的推进,在工作面初次来压前必须将工作面调直,保持支架、输送机、煤壁三直。初采期间工作面采高保持在1.8- 2.0米。 2. 1016工作面为十层南盘区第一个工作面,由于我矿没有在破碎顶板下采煤的经验,因此,我队在初采期间必须做好初次放顶的安全准备工作,并记录好工作面直接顶的跨落情况。1016切眼煤壁至九层保

综采放顶煤工作面过空巷专项安全技术措施简易版

A Specific Measure To Solve A Certain Problem, The Process Includes Determining The Problem Object And Influence Scope, Analyzing The Problem, Cost Planning, And Finally Implementing. 编订:XXXXXXXX 20XX年XX月XX日 综采放顶煤工作面过空巷专项安全技术措施简易版

综采放顶煤工作面过空巷专项安全 技术措施简易版 温馨提示:本解决方案文件应用在对某一问题,或行业提出的一个解决问题的具体措施,过程包含确定问题对象和影响范围,分析问题,提出解决问题的办法和建议,成本规划和可行性分析,最后执行。文档下载完成后可以直接编辑,请根据自己的需求进行套用。 根据我公司井下相邻****综放工作面的回 采情况分析,****综采放顶煤工作面在回采期 间会遇到部分空巷。****综放工作面沿煤层底 板布置,而空巷因采用“留顶、留底、采中” 的刀柱式开采法位于煤层中间,受回采压力影 响,极易出现顶板破碎冒落现象,部分空巷在 掘进期间或工作面未回采到该位置就已经冒 落。为确保工作面回采期间顺利通过空巷,特 制定本安全技术措施。 一、作业单位及负责人: 作业单位:综采队

负责人:**** 二、未冒落空巷的处理 1、当工作面揭露未冒落空巷时,应及时设置风障,杜绝风流短路,导致采面供风不足。待瓦斯员检查空巷内瓦斯、二氧化碳等有害气体不超限的情况下,方可进入空巷内进行木垛支护、排放积水、清除杂物等作业。作业时可用风障引导风流的方法加强空巷内的通风,冲淡空巷内集聚的瓦斯、二氧化碳等有害气体。 2、人员进入空巷打木垛时必须先打超前点柱,然后按由外向里的方式进行支护作业。木垛要打成“井”字型,材料选用长1.2米,宽0.12米,厚0.10米的优质木材。在巷道中间每隔5m支设一个,木垛之间用一根6m木梁连接,确保稳定。在丁字口、斜三角处要另打设

综采工作面初次放顶安全措施(2020年)

( 安全技术 ) 单位:_________________________ 姓名:_________________________ 日期:_________________________ 精品文档 / Word文档 / 文字可改 综采工作面初次放顶安全措施 (2020年) Technical safety means that the pursuit of technology should also include ensuring that people make mistakes

综采工作面初次放顶安全措施(2020年) 1016综采工作面支架、采煤机、运输机等安装已经结束,通风、供水、供电、排水及运输系统已形成,工作面将投入生产,为了确保该工作面初次放顶期间的安全生产,特编制工作面初次放顶安全技术措施。 1.初采前,工作面倾角为89?40',为了防止工作面支架、输送机向下窜动,应加快刮板输送机机头处的推进,在工作面初次来压前必须将工作面调直,保持支架、输送机、煤壁三直。初采期间工作面采高保持在1.8- 2.0米。 2.1016工作面为十层南盘区第一个工作面,由于我矿没有在破碎顶板下采煤的经验,因此,我队在初采期间必须做好初次放顶的安全准备工作,并记录好工作面直接顶的跨落情况。1016切眼煤壁至九层保护煤柱的水平距离为19-24米,在初采期间,由于采空区

悬顶面积逐渐增大,使工作面承受的压力也随之增大,因此,在初采期间应做好顶板管理工作。 3.由于该工作面的上方采空区距该工作面的间距在0-1.29米之间,直接顶为九层采空区冒落的岩石形成的再生复合顶板,顶板强度较小,整体性较差。遇顶板破碎或压力明显增大时,应缩小两巷的棚间距,增加单体支柱的数量,并在棚梁上方背好木板,防止碎石冒落砸伤人员。 4.加强泵站系统与支架的维修,严禁带病使用。必须保证泵站压力在30MPa以上,杜绝管路的窜、漏液现象。 5.工作面所有支架要调好平衡,使支架前梁与顶板平行支设,保证支架接顶面积始终保持最大,且接顶严密。 6.队领导跟班现场指挥,发现问题及时处理,本班班长及验收员对工作面顶板、煤壁活动情况必须向下班交接班时说明,不得无故将安全隐患移交给下一班,并在队内做好记录。 7.割煤过程中机组牵引速度不得大于3m/min,如发现煤壁片帮严重,顶板活动剧烈应停止割煤,立即躲入支架内,严禁站在支架

综采放顶煤工艺

综采放顶煤工艺 公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]

综采放顶煤工艺 随着我国经济的持续高速发展,煤炭作为我国最主要的能源,需求量也不断增加。在内蒙中西部,有很多年产千万吨的矿井。由于蒙中西煤田煤层厚度大、赋存稳定,地质条件比较好,因此综合机械化放顶煤开采工艺被这里的大型煤矿广泛应用,并因此获得了巨大的经济效益和社会效益。 综合机械化放顶煤开采工艺是一种能够实现高产、高效的开采工艺,在我国经过多年的发展和完善,开采工艺已经十分成熟。在多个大型矿井的应用实践证明,开采煤层厚度在6~13米的情况下,一个综合机械化放顶煤工作面年产500~600万吨以上完全能够实现。 一、综合机械化放顶煤开采(以下简称综放)的适用条件: 煤层厚度在5~6米以上,倾角不大,赋存稳定,工作面走向长度较长,切眼长度一般在150~250米,最长达300米以上。煤质相对较软或者裂隙发育,在底层回采后上部煤层和顶板容易垮落。 二、综放工作面示意图。上巷(又叫回风顺槽)主要用来回风和运输物料、行人;切巷(又叫切眼、工作面)安装综采放顶煤支架和前、后溜子以及采煤机,下端头向外安装装载机(含破碎机),下巷(又叫运输顺槽)安装皮带运输机。前溜把采煤机割下的煤运输到下巷铺设的转载机上(前溜同时也是采煤机的运行轨道),后溜把支架后部放出的煤也运输到转载机上,由转载机转到

胶带运输机。下巷铺设的胶带输送机把转载机转过来的煤运输到下巷外口的溜煤眼,由大巷胶带输送机运走。溜子、转载机、皮带的连接方式为搭接。 给工作面设备供电的移动变电站、开关车、电缆车和为支架供液的液压泵站也放置在下巷靠近下端头附近,并随工作面的不断推进而向外移动。在下巷较宽时,下巷一般采用机轨合一,就是在胶带输送机和下巷上帮之间铺设一条轨道,用来放置移动变电站、开关车、电缆车和液压泵站(都放在板车上),便于外移(也有可能使用临时轨道,又叫梯子道)。而且轨道也可以用来运送部分物料。 三、综放工作面的主要设备:双滚筒采煤机、放顶煤液压支架(基本架、过渡架、排头架、端头架)、刮板输送机(两部)、转载机(破碎机)、胶带输送机以及与之相配套的液压泵站、移动变压器、开关等(各设备在工作面的布置工作面见下图)。

综采放顶煤工作面过空巷专项安全技术措施

综采放顶煤工作面过空巷专项安全技术措 施 一、作业单位及负责人:作业单位:综采队负责人:**** 二、未冒落空巷的处理 1、当工作面揭露未冒落空巷时,应及时设置风障,杜绝风流短路,导致采面供风不足。待瓦斯员检查空巷内瓦斯、二氧化碳等有害气体不超限的情况下,方可进入空巷内进行木垛支护、排放积水、清除杂物等作业。作业时可用风障引导风流的方法加强空巷内的通风,冲淡空巷内集聚的瓦斯、二氧化碳等有害气体。 2、人员进入空巷打木垛时必须先打超前点柱,然后按由外向里的方式进行支护作业。木垛要打成“井”字型,材料选用长 1、2米,宽0、12米,厚0、10米的优质木材。在巷道中间每隔5m支设一个,木垛之间用一根6m木梁连接,确保稳定。在丁字口、斜三角处要另打设一个木垛。部分地段可加打木柱或补打锚杆对顶板进行补强支护。对于垂直空巷的木垛支护长度保持在30米左右,且前方设好栅栏,严禁人员进入。 三、过空巷方法 (一)空巷顶板完整通过方法 1、如果工作面与空巷斜交时,工作面下部先通过空巷,如果空巷与工作面平行,先调整工作面的推进方向,使其与空巷有一定的夹角,逐段通过空巷。 2、通过时,加强通风,冲淡空巷内集聚的瓦斯、二氧化碳等有害气体。 3、如果空巷在工作面上部,移架时,液压支架前探梁及时托住已经打好的木垛,如距离较远可在前探梁上放置1-3根顺向梁,托住木垛,或用相邻支架配合单体柱及木梁交替托住木垛。 4、如果空巷未提前处理,应用单体柱配合木梁支设煤帮临时支护,并在支架顶铺设铁丝网护顶。保持工作面与空巷有一定的夹角,使工作面安全通过空巷。 5、采煤机割煤时,要严格控制端面距,减少片帮煤,提高牵引速度,加快过空巷的速度。 6、加强组织,缩短工期,加快工作面推进速度,避免工作面压力增大,造成压架等事故。

采煤工作面初次放顶措施示范文本

采煤工作面初次放顶措施 示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

采煤工作面初次放顶措施示范文本使用指引:此解决方案资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进,同时考虑各个环节之间的关系,每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划,并将危害降低到最小,文档经过下载可进行自定义修改,请根据实际需求进行调整与使用。 回采工作面初次放顶时,由于顶板岩层悬露面积增 加,煤柱和切顶支柱承受的压力相应增加,引起煤柱压 碎、煤壁片邦、支柱收缩下陷,进一步引起顶板岩层不均 匀下沉、脱层、开裂而增加对煤柱和切顶的压力,随时可 能发生冒顶事故,危及作业人员生命安全。为了防止事故 发生,特制订本措施,在回采工作面初次放顶的全过程 中,本措施与《煤矿安全规程》、《112201采煤工作面作 业规程》中的相关规定必须一并严格执行。 一、区域概况 112201工作面位于副井1891水平南翼,东为副井回 风巷,西为8勘探线,北为F21号正断层。工作面底板最 高标高为1915,最低标高为1900,工作面走向长70米,

倾向长40米,可采面积为2800m?。煤层平均煤厚3.5米,煤层密度1.40吨/米?,工业储量1.3万吨,可采储量1.09万吨。工作面服务年限为6个月。该工作面上履岩层结构情况简单,预计初次放顶垮落步距为2~5m。采后自然垮落,即完全依靠直接顶本身悬露岩层达到极限垮距后破坏垮落。若直接顶达到极限跨距后,仍不垮落,则要根据工作面的实际情况,采取强制放顶措施(若遇强制放顶,编制强制放顶的措施),总之顶底板变化较大,同时与M22煤层层间距较薄,易垮落采区和煤层,故必须进一步根据实际情况控制放顶距离。我矿为了“安全第一,预防为主,综合治理”切实把好安全关。特编制112201采面初次放顶安全技术措施,施工中严格执行。 二、组织准备 1、初次放顶工作由本矿采煤班负责施工 2、成立初次放顶领导小组

综采工作面初次放顶安全措施(2021)

Safety is the goal, prevention is the means, and achieving or realizing the goal of safety is the basic connotation of safety prevention. (安全管理) 单位:___________________ 姓名:___________________ 日期:___________________ 综采工作面初次放顶安全措施 (2021)

综采工作面初次放顶安全措施(2021)导语:做好准备和保护,以应付攻击或者避免受害,从而使被保护对象处于没有危险、不受侵害、不出现事故的安全状态。显而易见,安全是目的,防范是手段,通过防范的手段达到或实现安全的目的,就是安全防范的基本内涵。 1016综采工作面支架、采煤机、运输机等安装已经结束,通风、供水、供电、排水及运输系统已形成,工作面将投入生产,为了确保该工作面初次放顶期间的安全生产,特编制工作面初次放顶安全技术措施。 1.初采前,工作面倾角为89?40',为了防止工作面支架、输送机向下窜动,应加快刮板输送机机头处的推进,在工作面初次来压前必须将工作面调直,保持支架、输送机、煤壁三直。初采期间工作面采高保持在1.8- 2.0米。 2.1016工作面为十层南盘区第一个工作面,由于我矿没有在破碎顶板下采煤的经验,因此,我队在初采期间必须做好初次放顶的安全准备工作,并记录好工作面直接顶的跨落情况。1016切眼煤壁至九层保护煤柱的水平距离为19-24米,在初采期间,由于采空区悬顶面积逐渐增大,使工作面承受的压力也随之增大,因此,在初采期间应做好顶板管理工作。

综采工作面放顶煤采煤工艺流程

综采工作面放顶煤采煤工艺流程 一、回采工艺流程 采煤机采用端头斜切进刀,双向割煤,液压支架及时支护顶板。 采煤机上端头斜切进刀——正常下行割煤——移架——放顶煤——拉后部刮板输送机——采煤机返刀上行清浮煤(采煤机割煤至机头后)——推前部刮板输送机——上端头斜切进刀——进入下一循环。 (一)、采煤机割煤 综放工作面采用端部斜切进刀单向割煤,其工序如下: 采煤机下行割煤, 右滚筒割顶煤,左滚筒割底煤,行至工作面刮板机头割通煤壁,将右滚筒降下割底煤.反向将采煤机机身部底煤割尽,空刀上返清理浮煤,行至上部刮板机弯曲段,采煤机左滚筒升高割顶煤, 右滚筒割底煤,斜切进刀,待采煤机进入直线段后,将刮板机推直,采煤机割透煤壁后,将左滚筒降下割底煤,右滚筒升起割顶煤,采煤机下行开始下一个循环割煤。 (二)、移架 由于工作面前后输送机采用机头平行布置方式,因而在工作面两端各设4架过渡支架,而过渡支架不能做到及时支护,即采煤机割煤后,过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架,因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移,使得移架工序变得复杂,现将移架顺序描述如下(采煤机端部斜切进刀单向割煤):

(1)采煤机斜切进刀割透煤壁下行时,将机头两架过渡支架的支架护帮板挑起;采煤机下行完成割底煤进入正常割煤,滞后采煤机左滚筒(此时应滞后采煤机前滚筒2架将支架护帮板挑起)3架,顺序将基本架移一个步距,移架时应先收护帮板;直到工作面下端最后一架基本架。当采煤机返机右滚筒到达距第一过渡架7米时,即将前部输送机机头推向煤壁(应保证逐架同时推)。 (2)机头推移后,将工作面下端过渡架(1~4#架)拉一个步距,移架的顺序为:先移2、3#架,后移1#架,再移4#架; (3)与此同时,当采煤机斜切进刀直线段时,前部输送机已经全长自下而上(或自上而下)推向煤壁,采煤机割透上端煤壁后,将上端4架过渡支架的护帮板挑起,及时支护顶煤。采煤机下行割煤后顺序将机尾处四架过渡架向前移一个步距,移架的顺序为:先移中间两架过渡架,后移最后1架过渡架,再移前第四架过渡架,待采煤机出斜切进刀段后将刮板机机尾推至煤壁为下一个循环段斜切进刀做准备; 过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的;而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下,滞后采煤机左滚筒3架进行移架(或滞后采煤机右滚筒2架支架将支架的护帮板挑起,临时支护顶板,等滞后采煤机左滚筒3架时再进行移架)。 移架的动作如下:收护帮板→收伸缩梁→降柱(保持一定压力)→移架(擦顶移架)→升柱(保持初撑力) →打出护帮板。

采煤工作面初次放顶措施汇总

*****采煤工作面初次放顶安全技术措施 矿长: 工程师: 生产矿长: 安全矿长: 机电矿长: 编制: 编制日期:2015年12月01日

会审意见表

*****采煤工作面初次放顶措施 一、采面概况: *****采面位于矿井×××水平~×××水平西翼,开采M××煤层,煤层倾角为20°~25°,平均倾角为23°。采用走向长壁后退式采煤法,放炮落煤,全部垮落法管理顶板。采面走向长144米,倾向长为94米,采高平均2.5米。采煤工作面支护采用DW25-300/100型单体液压支柱配合π型梁“一梁三柱”成对交替迈步支护,排距1.0m,间距0.6m。最大控顶距4.2米,最小控顶距3.2米。两巷20米超前支护采用单体柱配合1m的金属铰接顶梁支护,采用一梁一柱的支护方式。 二、工作面地质说明书:

三、煤层顶板分类 (一)煤层顶板 顶板:细砂岩及泥质粉砂岩、泥岩,力学强度中等,稳定性一般,风化后会发生顶板跨落。 (二)煤层底板 底板:粉砂质泥岩及细砂岩,力学强度低,遇水后常容易产生膨胀、底鼓现象。 (三)支护计算 1、支柱实际支撑力 P t=9.81×h×γ×k =(9.81×2.5×2.6×4)kN =255.06kN/m2 式中:R t——支柱实际支撑能力,KN; k g——工作系数,取0.99; k z——增阻系数,取0.95; k b——不均匀系数,取1; k b——采高系数,取1; k a——倾角系数,取1; R——支柱额定工作阻力,250KN。 2、初次来压时的支护强度 根据中华人民共和国煤炭行业标准(MT544-1996)中缓倾斜煤层采煤工作面的顶板分类,工作面支护强度不低于255.06KN/m2。

3105综采放顶煤工作面回采作业规程

3105综采放顶煤工作面回采作业规程第一章工作面概况 第一节工作面位置及井上下关系 第二节煤层

第三节煤层顶底板 第四节工作面地质情况 3105工作面属单斜构造,总体上工作面西高东低,北低南高。在3105运巷掘进到136m处揭露2#陷落柱,陷落柱长轴为60m,短轴为40m,其内岩石杂乱,泥质胶结,以泥岩和砂质泥岩为主,无导水性;到970m处遇一正断层,正断层落差4m,倾角70°,东北走向。在3105风巷掘进时遇4#陷落柱,距切眼225m,其工作面已绕开布置,回采时不会影响生产,但由于构造原因局部节理裂隙发育,在回采工作面放顶,移架时要注意该构造周围的顶板。在回采时要随时观测已揭露构造的出水情况,如有异常及时回报。预计该工作面在回采期间,断层和陷落柱不会对回采工作造成影响。 第五节工作面水文地质情况 本井田属海河流域漳河水系,主要地表径流为浊漳河支流淘清河。浊漳河南源是本

地主要河流,为常年性河流。由于上游兴建水库,工农业用水增加,河流现已常年干涸。据历年水文观测资料,其最大流速为0.17m/s,最大流量489m3/s,最大含砂量172kg/m3。本井田内的陶清河基本干涸。 3号煤层直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层及开采时形成的导水裂隙带沟通的砂岩裂隙含水层。该含水层富水性弱;区内构造简单,主要以宽缓褶皱为主;奥灰水具有较高的水压值,据31-1号钻孔,水位标高658.26m,水头高出3号煤层底板42.79~202.86m,但其间有125m左右的隔水层相隔,依据《矿区水文地质工程地质勘探规范》正常块段Ts<0.15时,底板受构造破坏块段Ts<0.06,一般不会引起底板突水,如果无构造沟通或人为破坏,3号煤层底板一般不会引起底板突水。但在断层或陷落柱附近存在突水的可能。 该工作面煤层顶板直接充水含水层属弱含水层,涌水量较小,不会对开采造成影响,但仍需加强防治水工作,因此该工作面不论在准备期间还是在回采期间,防治水工作必须按相关规定认真执行,具体分析预测如下: 两条顺槽在掘进过程中,有顶板淋水现象。在一段时间后,淋水减小,预计涌水量为30~70m3/h。因此在回采期间,防治水工作不能忽视,在遇构造前,要先探明该构造是否导水,防止工作面突水事故发生。 第六节影响回采的其他因素 1、瓦斯 根据山西煤炭厅文件晋煤瓦发〔2013〕391号文件《关于长治市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》中的鉴定结果,我矿属于瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量为2.04m3/t。 2、煤尘 根据山西省煤矿安全装备技术测试中心报告晋煤检〔2013〕0501-MB-D0018的鉴定结果,3号煤火焰长度20mm,最低岩粉用量45%,煤尘具有爆炸性。3号煤层的煤样吸氧量为0.87cm3/g,自燃倾向性为Ⅲ级,不易自燃,煤尘具有爆炸性。 3、地温 本地区地温正常区,地恒温带深度20~40m,温度15℃左右,对生产无影响。

回采工作面初次放顶的安全技术措施

盘县新民龙源煤业龙鑫煤矿 11900采煤工作面 初采、初次放顶、初次来压、周期来压安全技术措施 工程名称: 11900采煤工作面初采初放 施工单位:采煤队 施工队长: 编制人: 审核人: 编制日期: 执行日期:

龙鑫煤矿安全技术措施会审表

采煤安全技术措施贯彻记录

11900采煤工作面初采 初次放顶、初次来压、周期来压安全技术措施 一、组织措施: 工作面初次放顶由生产矿长、总工程师、安全矿长、工程技术部、安监部和调度室有关人员,及采煤队管理人员一同组成放顶工作小组,每班必须有小组成员在现场指挥,检查放顶措施的执行情况,发现问题应立即采取措施处理,防止重大冒顶事故的发生。 成立初次放顶领导小组: 小组成员组成 组长:生产矿长 副组长:安全矿长总工程师 成员:各个科部室管理人员 领导小组负责初采、初采及工作面回料期间安全措施的监督落实和安全管理工作。 采面初采初放期间的矿领导跟值班表使用调度室排定的矿领导跟值班表 二、技术措施 初采准备工作: 1、所有支柱必须见顶见底,严禁掺打在浮煤、浮矸上,所有支柱必须穿柱鞋。 2、强化工作面支护质量,特别是新掺打的支柱及密柱质量,当班跟班矿领导,采煤队现场跟班队长和当班安检员要严格现场管理,

严格按“三大规程”作业,班班强化支护质量,当班跟班矿领导,采煤队现场跟班队长和当班安检员严格督促检查,防止出现顶板台阶下沉和缓慢下沉。 3、单体支柱面安装,应自下而上安装,若自上而下,必须有可靠的防倒防抽冒措施。 4、加强工作面顶板管理,严格控制采高,不得破顶。 5、严格执行敲帮问顶制度,防止危岩活矸滑落伤人。 6、加强工程质量管理,工作面工程质量必须做到“三直、两平、一净、两畅通”,即煤壁直、溜子直、支柱直、顶板平整、底板平整、工作面浮煤净、上出口畅通、下出口畅通。 7、采煤队当班跟班队长和安检员要时刻注意观察顶板和支护情况,防止顶板来压,推到柱子造成事故。 8、初放顶时的支护形式:“见五回二保三”形式。正常支柱距离为0.6m,密集柱的柱距为0.3m.密集柱和第二排支柱间,每隔10米打一个木垛。切顶密集柱必须加打戗柱和戗棚,戗柱支于木垛之间的空隙处。每隔一颗切顶柱打一颗戗柱。 9、整修好两巷,对于偏挂歪扭的棚子要加强维护,空顶漏顶片帮处重新背顶背帮,清净巷道内的浮渣杂物。 10、顺槽和采面溜子调整好,要求平、直、顺,不得高低起伏。 11、安装调试好泵站及液压管路系统,上齐“一通三防”设施及各项安全设施。电话通讯保持畅通。 12、采面柱子、梁数量配足,否则严禁开工生产。

综采放顶煤管理规定

综采放顶煤管理规定 近年来,放顶煤采煤方法在煤矿得到广泛应用,对提高全国煤炭产量发挥了重要作用。但是,一些煤矿对放顶煤开采在通风、防瓦斯、防煤尘、防火等方面安全管理工作的特殊要求重视不够,未严格执行放顶煤开采安全管理的有关规定,一些放顶煤开采的工作面在“一通三防”等方面存在重大安全隐患,严重威胁矿井安全生产,甚至发生了重特大事故。为切实加强放顶煤开采的安全管理,坚决遏制重特大事故,现提出以下要求: 一、充分认识放顶煤开采安全管理的特殊性和紧迫性 1.放顶煤开采工艺的特殊性要求必须加强安全管理。放顶煤采煤方法开采强度大,产量高,瓦斯涌出量大,采空空间高度大,瓦斯易于积聚;顶板冒落时大量瓦斯从采空区涌入工作面,易造成工作面瓦斯超限;放顶煤开采采空空间易形成风流渗入,采空区容易造成煤炭自燃;在放顶煤开采过程中易产生大量煤尘。放顶煤开采易使工作面瓦斯、自然发火、煤尘等灾害加剧的特殊状况,要求必须采取相应的措施加以预防和有效控制,强化对放顶煤开采的安全管理。 2.加强放顶煤开采安全管理是搞好煤矿安全生产的紧迫任务。近年来,各地煤矿放顶煤开采工作面相继发生多起重特大事故,给人民群众的生命财产造成重大损失,教训极为深刻。这些事故发生的原因,主要是由于忽视放顶煤开采安全管理的特殊要求,措施缺乏针对性,在通风和防瓦斯、防煤尘、防火等方面存在漏洞造成的。当前,有相当数量的煤矿采用放顶煤采煤方法,加强放顶煤开采的安全管理是一项紧迫而重要的任务。各地区、各单位一定要充分认识加强煤矿放顶煤开采安全管理的紧迫性,正确处理放顶煤开采与安全生产的关系,高度重视放顶煤开采安全管理工作。对放顶煤开采的工作面要立即开展一次全面的检查,并逐面完善和落实安全技术措施,凡措施落实不到位的,立即进行整改,确保安全。 二、采用放顶煤开采必须符合有关规定 3.必须符合《煤矿安全规程》的规定。煤矿采用放顶煤开采必须符合《煤矿

工作面初次放顶现场管理措施详细版

文件编号:GD/FS-3576 (解决方案范本系列) 工作面初次放顶现场管理 措施详细版 A Specific Measure To Solve A Certain Problem, The Process Includes Determining The Problem Object And Influence Scope, Analyzing The Problem, Cost Planning, And Finally Implementing. 编辑:_________________ 单位:_________________ 日期:_________________

工作面初次放顶现场管理措施详细 版 提示语:本解决方案文件适合使用于对某一问题,或行业提出的一个解决问题的具体措施,过程包含确定问题对象和影响范围,分析问题,提出解决问题的办法和建议,成本规划和可行性分析,最后执行。,文档所展示内容即为所得,可在下载完成后直接进行编辑。 回采工作面由开切眼开始回采前进,随着悬顶面积的增加,直接顶会沿放顶线发生初次大面积垮落。初次放顶后直接顶离层,并沿倾斜方向移动,易造成工作面支柱失稳而成片被推倒。引起工作面大面积冒顶而发生事故。为避免事故发生,在工作面初次放顶时应采取以下安全措施: 1、初采时不要反推若干排,防止开切眼直接顶离层失稳,最易发生冒顶事故。 2、整个工作面适当加大控顶距离,第一次放顶以回两排柱,放够开切眼,并采取分段自下而上的顺序回柱,每段长度不超过40米。

3、对较硬直接顶,工作沿放顶线打单排密集支柱,密集支柱柱距0.3m,增加工作面支护密度,沿煤壁增设贴帮柱,防煤壁处顶板出现裂隙和下沉台阶,在密集支柱工作面一段支设向老塘倾斜的戗柱1-2排,提高密集支柱的稳定性,提高工作面支护强度和支柱的初撑力。还可根据顶板压力,隔一定距离增设木垛,木垛四角增设戗柱固定。 4、初次垮落步距≥20米的坚硬不垮落顶板,在工作面推进10m时要提前采取强制放顶,采用打眼放炮的方法,使顶板拉开槽沟,产生裂隙易于垮落,从而减轻工作面初次垮落时对工作面的冲击强度。 5、强制放顶时炮眼要打成直线、眼深1.2- 1.5m,眼距2m,每孔装药2条,水泡泥一节,黄泥填满。炮眼,沿工作面真倾斜每40m为一组进行大串联一次爆破。打眼、装药、放炮严格执行“一炮

煤矿工人综采放顶煤工技术操作规程实用版

YF-ED-J4867 可按资料类型定义编号 煤矿工人综采放顶煤工技术操作规程实用版 In Order To Ensure The Effective And Safe Operation Of The Department Work Or Production, Relevant Personnel Shall Follow The Procedures In Handling Business Or Operating Equipment. (示范文稿) 二零XX年XX月XX日

煤矿工人综采放顶煤工技术操作 规程实用版 提示:该操作规程文档适合使用于工作中为保证本部门的工作或生产能够有效、安全、稳定地运转而制定的,相关人员在办理业务或操作设备时必须遵循的程序或步骤。下载后可以对文件进行定制修改,请根据实际需要调整使用。 (一)、一般规定 第1条必须熟悉液压支架放煤控制系统性 能、构造及原理,掌握本规程,能够按完好标 准维护保养支架放煤控制系统,懂得放煤方 式、方法和“工作面作业规程”,经培训考试 合格并持证上岗。 第2条在液压系统截止阀、隔离阀关闭状 态下,严禁放煤操作。 第3条放煤支架应保持完好状态,否则不 准操作。综采放顶煤工放煤前应首先认真检查

各操作系统、管路情况,各操作阀必须灵活可靠,管路齐全,发现问题要及时处理,确认无问题后方可操作。 第4条综采放顶煤工要与采煤机司机密切配合。放煤时如放煤口与采煤机距离超过“作业规程”规定,应要求放缓采煤机截割速度或停止采煤机。 第5条放煤前,应清理好后部输送机前浮煤、矸石及杂物,保证操作人员能看清后部放煤情况。 第6条放顶煤支架无自动喷雾装置时,放煤口打开前需先手工打开喷雾。放煤时必须开启放煤喷雾。放煤过程中,必须使用、维护好放煤口喷雾装置。 第7条放煤前检查顶板(煤)、煤壁情

放顶煤开采方法

放顶煤综采技术介绍及提高煤炭回收率的方法【摘要】放顶煤综采是近年来我国采用得比较多的一种采煤方法,适合开采厚煤层。文章对放顶煤综采工艺进行了介绍,内容包括其主要工序、操作要领、参数确定、放煤方式、放煤中的常见问题与解决办法以及提高煤炭采出率的措施。【关键词】放顶煤综采;工序;参数;采出率 0 前言放顶煤综采是厚煤层煤炭开采技术之一,该技术把原来分层开采的煤 炭一次采完,具体方法是:在煤层底部按传统方法开采,使上面的煤炭在矿压的作用下,自动落下来。综放开采不仅是不稳定厚煤层开采的一种有效方法,也是实现高产高效矿井建设的有效途径,为综放开采技术的可持续发展奠定了基础。放顶煤综采开采采煤工艺包括工作面的作业形式、采煤机作业方式、支架工作方式、放顶煤步距、放顶煤方式、以及“三机”配合方式等。放顶煤综采开采采煤工艺设计主要进行放顶煤步距、放顶煤方式的选择与确定。顶煤开采放顶煤步距与放顶煤方式对工作面的生产和煤炭采出率影响较大。放顶煤开采采煤工艺设计要结合开采煤层的厚度与煤层的性质和选择的开采支护设备等因素进行分析比较,科学确定顶煤步距、放顶煤方式,确保采煤工作面开采效率和经济效益的提高。 1 主要工序与操作要领放顶煤综采的采煤工序有采煤机割煤、移架、推溜和放顶煤等。在割煤工序中,采煤机的进刀方式与普通综采工作面相同。在采煤机割完煤后,就要进行支护,通常以支架擦顶移架为好。移置后的放顶煤支架应成直线,在移架中能随时利用侧推千斤顶进行调架和扶架。四柱的放顶煤液压支架前、后柱的高差,要控制在200-250m m 之间。推移输送机,在采煤机割过煤15m 后就应推溜,操作时,应与放顶煤液压支架相协调,弯曲度不能太大,通常在二至三次推到位即可。若前、后两部输送机,后部输送机的推移要待顶煤放完后进行,有的后部输送机固定在放顶煤液压支架的底座上,随架移动。避免设备下滑,倾斜工作面应从下向上进行推溜。在急倾斜水平分层工作面,为避免支架串动,可分别从机头部或机尾部轮流推溜。 2 放顶煤放煤工艺参数放顶煤通常是经移架使顶煤垮落、破碎,不破碎的可打眼爆破,通常要求顶煤强度不大,一般不可超过 1.5,这能保证移架后顶煤垮落自动破碎;还要将已破碎的顶煤尽可能地回收。放顶煤是综放开采的关键工序,应确定放煤工艺参数和放煤顺序。 2.1 放煤步距在工作面推进方向上,两次放顶煤间的推进距离即循环放煤步距。确定循环放煤步距的要求是使放出范围内的顶煤能充分破碎和松散,提高采出率,降低含矸率。放煤步距与煤的软硬、层节理发育状况和顶板活动相关。确定放煤步距要考虑支架结构、放煤口位置和顶板冒落的垮落角,及经过一次放煤后,松散煤体的活动规律,就是放煤椭球体和放煤漏斗的影响。放煤步距可通过复杂的计算或作图法确定,但最少不可使其小于顶煤松散椭球体的短轴半径。通过大量煤矿生产实践总结出放顶煤综采工作面的放顶步距为:在采用0.5-0.6m 的截深时,放煤步距为1.0-1.2m,就是采煤机割煤两刀,支架前移两次后放顶煤的效果最佳,可保证煤的充分冒落,并能经放煤口顺利放出;在采用0.8-1.0m 截深时,放煤步距与截深相同,为0.8-1.0m,在顶煤较坚硬难放时,也可割两刀煤放一次顶煤,放煤步距为1.6-2.0m。 2.2 放煤口间距与高度放煤口间距的大小与放煤步距相似,就是间距太大,煤炭损失量增加;间距大小,可能使含矸量上升,煤质降低。所以,放煤口间距以 1.5- 3.0m 为合适。放煤口的高度对煤炭回收率影响较大。通常,放煤口高度提高,放煤体积就将减少,因此,应尽量降低放煤口的高度。但其高度也不能太小,必须高于输送机的高度,否则就会出现装煤困难。 3 放煤方式放煤方式对工作面煤炭采出率、含矸率的影响较大,还对总的放煤速度、正规循环的完成及高产产生影响。放煤方式一般包括放煤顺序和一次顶煤的放出量,有以下三种方式:一是单轮顺序放煤;二是多轮顺序放煤;三是单轮间隔放煤。一般采用“两采一放”或“三采一放”,即采煤机割两刀或三刀放一次顶煤。顶煤的放出顺序,要从工作面一端开始,顺序逐架依次放煤,若顶煤较厚,也可隔架轮换或2~3 架一组,隔组轮换放煤。放煤时要“见矸关门”。 4 放煤中的常见问题及解决办法在放顶煤时以下情况会引起放煤不正常:碎煤成拱放不下来;大块煤堵在放煤口,煤放不出来;顶煤过硬,难以垮落。处理碎煤成拱的方法是通过摆动支架的尾梁或掩护梁,破坏成拱的碎煤,也可升降支架破坏成拱,而这种方法却不能常用,对支架有所损害。在大块顶煤堵塞放煤口时,要通过支架上的插板、搅动杆等结构破碎或松动顶煤,在工作面顶板稳定条件下,可适当摆动支架尾梁把顶煤松动破碎。遇到大块煤时,应采用打眼爆破的方法破碎,而每个炮眼的装药量要严格控制。放落的大块煤在输送机上要及时用人工或机械的方式破碎,防止在工作面端头因输送机的过煤高度产生阻煤。处理顶煤过硬难以垮落时,要预先对顶煤进行破

综采放顶煤工操作规程示范文本

综采放顶煤工操作规程示 范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

综采放顶煤工操作规程示范文本 使用指引:此操作规程资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进,同时考虑各个环节之间的关系,每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划,并将危害降低到最小,文档经过下载可进行自定义修改,请根据实际需求进行调整与使用。 一、一般规定 1. 必须熟悉液压支架放煤控制系统性能、构造及原 理,掌握本规程,能够按完好标准维护保养支架放煤控制 系统懂得放煤方式、方法和“工作面作业规程”,经培训 考试合格并持证上岗。 2. 在液压系统截止阀、隔离阀关闭状态下,严禁放煤 操作。 3. 放煤支架应保持完好状态,否则不准操作。综采放 顶煤工放煤前应首先认真检查各操作系统、管路情况,各 操作阀必须灵活可靠,管路齐全,发现问题要及时处理, 确认无问题后方可操作。 4. 综采放顶煤工要与采煤机司机密切配合。放煤时如

放煤口与采煤机距离超过“作业规程”规定,应要求放缓采煤机截割速度或停止采煤机。 5. 放煤前,应清理好后部输送机前浮煤、矸石及杂物,保证操作人员能看清后部放煤情况。 6. 放顶煤支架无自动喷雾装置时,放煤口打开前需先手工打开喷雾。放煤时必须开启放煤喷雾。放煤过程中,必须使用、维护好放煤口喷雾装置。 7.放煤前检查顶板(煤)、煤壁情况。放煤时,要与其他工种配合好,上下3组支架后严禁有人进入或工作。 8. 放煤支架所用的阀组、立柱、千斤顶,一般不准在井下拆检,可整体更换。更换前尽可能将缸体缩到最短,接头处要及时装上防尘帽。 9. 通过支架后方的管线必须吊挂排列整齐,不得有砸、压、挤、埋和扭折现象,否则不准进行放煤操作。 10. 备用的各种液压胶管、阀组、液压缸、管接头等必

综采放顶煤工作面过空巷专项安全技术措施通用版

解决方案编号:YTO-FS-PD331 综采放顶煤工作面过空巷专项安全技 术措施通用版 The Problems, Defects, Requirements, Etc. That Have Been Reflected Or Can Be Expected, And A Solution Proposed T o Solve The Overall Problem Can Ensure The Rapid And Effective Implementation. 标准/ 权威/ 规范/ 实用 Authoritative And Practical Standards

综采放顶煤工作面过空巷专项安全 技术措施通用版 使用提示:本解决方案文件可用于已经体现出的,或者可以预期的问题、不足、缺陷、需求等等,所提出的一个解决整体问题的方案(建议书、计划表),同时能够确保加以快速有效的执行。文件下载后可定制修改,请根据实际需要进行调整和使用。 根据我公司井下相邻****综放工作面的回采情况分析,****综采放顶煤工作面在回采期间会遇到部分空巷。****综放工作面沿煤层底板布置,而空巷因采用“留顶、留底、采中”的刀柱式开采法位于煤层中间,受回采压力影响,极易出现顶板破碎冒落现象,部分空巷在掘进期间或工作面未回采到该位置就已经冒落。为确保工作面回采期间顺利通过空巷,特制定本安全技术措施。 一、作业单位及负责人: 作业单位:综采队 负责人:**** 二、未冒落空巷的处理 1、当工作面揭露未冒落空巷时,应及时设置风障,杜绝风流短路,导致采面供风不足。待瓦斯员检查空巷内瓦斯、二氧化碳等有害气体不超限的情况下,方可进入空巷内进行木垛支护、排放积水、清除杂物等作业。作业时可用风障引导风流的方法加强空巷内的通风,冲淡空巷内集

采煤工作面强制放顶安全技术措施

编号:SM-ZD-19793 采煤工作面强制放顶安全 技术措施 Through the process agreement to achieve a unified action policy for different people, so as to coordinate action, reduce blindness, and make the work orderly. 编制:____________________ 审核:____________________ 批准:____________________ 本文档下载后可任意修改

采煤工作面强制放顶安全技术措施 简介:该方案资料适用于公司或组织通过合理化地制定计划,达成上下级或不同的人员之间形成统一的行动方针,明确执行目标,工作内容,执行方式,执行进度,从而使整体计划目标统一,行动协调,过程有条不紊。文档可直接下载或修改,使用时请详细阅读内容。 1、工作面支护质量必须符合《采煤工作面作业规程》要求,排距1.0米,柱距0.8米,支柱必须落正顶底板,严禁歪斜,不符合的支架必须返工,逐步实施采煤工作面质量标准化管理。 2、根据支护管理要求,最大空顶距为3.6米,最小空顶距为2.6m,每推进一排为一个循环,在切顶排回柱后,切顶线向煤壁排移动,如果初次放顶后,顶板不能自然冒落,则必须采取强制放顶的办法处理采空区空顶。 3、在强制放顶前,必须把空顶距范围内的支护打好,。有泄压的支柱必须更换,上下安全出口20米加强支护到位,切顶线排支护必须加打密集支柱,局部压力大的地段需打戗柱。 4、强制放顶的方法:采用刀柱采空区强制放顶,打眼工具使用凿岩机打眼,炮眼布置为:眼距1.0米,眼深2.米,

(安全生产)回采工作面初次放顶技术安全措施最全版

(安全生产)回采工作面初次放顶技术安全措施

毕节市垭关煤矿 1123采煤工作面放顶 安 全 技 术 措 施 编制:刘龙 调度室: 生产矿长: 安全矿长: 机电矿长: 总工程师: 矿长: 编制时间:二○壹壹年十二月十二日

贵州毕节市垭关煤矿 1123采面初次放顶安全技术措施会审 主持人: 会审时间:会审地点: 参加会审单位及人员: 会审意见: 1123采煤工作面初次放顶 安全技术措施 回采工作面初次放顶时,由于顶板岩层悬露面积增加,煤柱和切顶支柱承受的压力相应增加,引起煤柱压碎、煤壁片邦、支柱收缩下陷,进壹步引起顶板岩层不均匀下沉、脱层、开裂而增加对煤柱和切顶的压力,随时可能发生大冒顶,危及作业人员生命安全。为了防止事故发生,特制订本措施,在回采工作面初次放顶的全过程中,本措施和《煤矿安全规程》、《1123采煤工作面作业规程》中的相关规定必须壹且严格执行。 壹、区域概况 1123采煤工作面位于壹水平壹采区,1123采煤工作面的运输巷和回风巷及切眼布置已经全部结束,即已形成1123采煤工作面,可采煤量2.2万吨,可采期为3.12个月,本工作面上履岩层结构情况简单,预计初次放顶垮落步距为3.2~4.2m。本矿初次放顶完全依靠直接顶本身悬露岩层达到极限垮距后破坏垮落。若直接顶达到极限跨距后,仍不垮落,则要根据工作面的实际情

况,采取强制放顶措施(若遇强制放顶,编制强制放顶的措施),总之顶底板变化较大,同时和k3煤层层间距较薄、上部是k1煤层采空区,易垮落采区和煤层,故必须进壹步根据实际情况控制放顶距离。矿为了“安全第壹,预防为主,综合治理”切实把好安全关。特编制1123采面初次放顶安全技术措施,供当班安全管理人员各施工作业班组,回柱技能工学习后实施。。 二、采面初次回柱放顶组织领导 (壹)领导机构 1、组长:黄明鹏 2、副组长:朱正开(安全副矿长) 3、成员:周训志、彭璟、翁万明、吴长勇、刘龙、张时康、张廷州、阎长模、当班班长、电工、回柱工。 (二)、工作职责: 1、组长全面负责该回采工作面初次回柱放顶的人、财、物的供给调配,且亲自指挥调配,负责初次放顶人员落实,监管全面安全工作。 2、总工程师负责组织对该回采工作面初次放顶的安全技术措施的编制和汇审,且对措施贯彻学习实施督促。 3、成员对该回采工作面初次放顶现场指挥及现场的安全工作。 三、1123工作面准备工作 1、准备好该采面初次放顶的工具及辅助材料(回柱器、拉绳、铁丝、钉子、铁锤、拔柱器等)。 2、1123采面将采四排,打柱挂梁支护完毕后,必须严格检

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