采煤工作面设计6&9 - 图文

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学校:鄂尔多斯职业学院 班级:10级煤采班 姓名:张振辉 设计指导老师:王富强 学号:10030136

第一章、工作面及地质概述数据

该工作面位于该矿第一水平,开采较厚煤层。采煤工作面以煤层底板上、下等高线的保护煤柱为界。左以工作面的运输斜巷为界,右以工作面的回风斜巷为界。(附图一:工作面位置及巷道布置图)

工作面长度为150,倾斜长为850m,煤层走向为东西走向,煤层平均厚度为6.0m,与相邻层间距为30m,倾角为9°,煤的密度为1.32t/m3。瓦斯绝对涌出量为25m/min,正常涌水量为30m/h,煤层自然发火期为3个月,煤层具有爆炸性,岩质中硬。

地面无需保护地物,邻近采空区对本工作面开采无影响。

煤层顶板:无伪顶,直接顶为6.0m厚的细砂岩类,基本顶为8.0m厚的石灰岩类,地质构造简单。

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第二章、储量及服务年限?

1、几何尺寸:

工作面长度:煤层1111工作面走向长度为150m; 工作面倾斜可采长度:850m;

综采放顶煤一次采全高,机采高度为3.6m。

1111工作面煤层厚度平均为6.0m,容重为1.32t/m3。 2、工业储量:

850×150×6.0×1.32=1009800t 3、设计采出煤量计算:

按初次放煤步距20m,停采线前25m不放顶,割煤回采率95%,放煤回采率85%?计算:

割煤采出量:

850×150×3.6×1.32×95%=575586t 放煤量:

(850-20-25)×150×(6.0-3.6)×1.32×85%=325155.6t 4、设计出煤量:

575586+325155.6=900741.6t 5、工作面设计回采率: 900741.6/1009800×100%=89% 6、工作面服务年限: n=(850/4)/25=8.5月

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第三章、工作面采煤工艺的选择

工作面的煤层厚度为6.0m,煤层倾角为9°,直接顶为6m厚的细砂岩,基本顶为8m厚的石灰岩,地质构造简单,煤质较软,岩质中硬。选用俯斜长壁全部垮落综合机械化一次采全厚放顶煤采煤法。

“三机”的选择

选用ZZ—6000/25/50型液压支架,支撑高度为2.5m—5.0m,适用煤层倾角<200,支架初撑阻力为5436KN,作阻力为6000KN。支架长6m,宽1.43m,支架中心距1.5m,支护强度0.89—0.97MPa,泵站的工作压力31.4MPa,移架步距0.8m,支架重量24.518t,北京煤机厂生产,。选用ZL—3000型采煤机,采高5.0~6.5m,适用煤层倾角<450,载深度为0.6m~0.85m,滚筒直径为2.6m,牵引方式为电牵引速度为0.36m/s,滚筒中心距12.925m,耗水量为135L/min,喷雾方式内外喷,设计单位和制造商是安德森,选用SGD—730/180型刮板输送机,长180m,输送量400t/h,功率为320KW,牵引速度0.93m/s。(附图二:综放工作面设备布置图)

项目 型号 滚筒直径 截深 滚筒转速 采高范围 煤层倾角 煤质硬度 总装机功率 摇臂回转中心距 过煤高度 卧底量(中部) 牵引形式 牵引速度 技术特征 ZL-3000 2600 0.6~0.85 0.25 5000~6500 ≤45° ≤3 320 5800 328 212 电牵引 0.36 单位 mm mm r/s mm f Kw mm mm mm m/s 额定牵引力 313 KN - 3 -

整机重量

20 T ZL-3000型采煤机技术参数表

采煤工艺的全过程

正常生产工艺流程:进刀→煤机割煤→移架→第一轮放煤→返刀扫底(同时第二轮放煤)→推前溜→拉后溜→清理

进刀方式与正常割煤:采用工作面的端部斜切进刀割三角煤方式,采煤机从工作面的端头刮板输送机的弯曲段开始斜切进刀,直到滚筒完全切入煤壁,调节前后滚筒的位置后向工作面的端头进行,进行割三角煤,割完三角煤厚调节前后滚筒的位置,恢复刚进入煤壁时前后滚筒的位置,运行到滚筒完全进入煤壁处正常割煤,进刀过程完毕。此时采煤机沿工作面进行正常割煤,割到另一端头一刀割完,在另一端头用同样的方法进刀,往返一次割两刀,在往返一次后,分组放顶煤。 A2A1(a)A(b)AA12A(d)2A-A(c)A-AA12A1A-AA-A 工作面端部斜切割三角煤进刀 装煤:在采煤割煤的过程中利用安装在采煤机滚筒上的螺旋叶片自动装煤,撒落得落煤的推移刮板输送机是利用刮板输送机前面安装的铲煤板自动清理浮煤。

运煤:工作面所采的煤通过刮板输送机运到运输斜巷的转载机上,由转载机转载到运输斜巷的带式输送机上,由带式输送机输送到运输巷端头处的采区煤仓。

支护:综采工作面的破煤,装煤,运煤,支护,和采空区处理主要的工序,采用ZZ6000/25/50支撑掩护式型液压支架及时支护,即先拉支架后在移动刮板输送机,支架每次移动的步距等于滚筒的载深,这种支护方式液压支架下部空间大,有利于行人,通

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风运料等。

采空区的处理:采用全部垮落发处理空区,及时的做好采空区的处理工作,防止采空区的有害气体及夹矸石涌向工作面影响正常生产工作。

第四章、生产技术管理

循环方式

工作面采用单循环方式,每次循环进度为0.6m,即煤壁向前推进0.6m,工作面昼夜完成4个循环。两班生产一班检修,日循环进度为2.4m,即工作面推进速度为2.4m/天,每月按25天计,月推进度为60m/月。 作业形式

工作面采用“两采一准”的作业形式,工作面每昼夜安排两个班生产一个班准备。 工序安排

综采工作面的主要工序是破煤,装煤,运煤,支护,和采空区的处理,有双滚筒采煤机进行破煤,于此同时利用采煤机滚筒上的螺旋叶片进行自动装煤利用支架上的液压千斤顶推移支架到煤壁,在采煤机10—15m,后推刮板输送机至煤壁,利用刮板输送机上的铲煤进行自动清理浮煤,其他的辅助工序围绕这主要工序的进行,保证主要工序顺利进行。(附图三:工作面循环作业图)

第五章、工作面、端头支护

工作面端头支护

①支护方式:

由于工作面的上、下出口处悬顶面积大,机械设备多,又是材料和人员出入的交通口,所以必须加强支护。

②过度支架选型:

过度支架用于工作面两端刮板输送机机头及机尾围护。 端头支护及超前支护

工作面超前段使用3.6m长的π型梁替换U型钢棚,支护方式为一梁三柱对棚支护,棚距为中见中600mm。沿顺槽方向使用2.4m长的π型梁打3列抬棚,抬棚一梁三柱支护。支架支护阻力计算时取2.4m为一个计算单元,如下图所示:

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工作面上下顺槽超前支护

支护面积为3.6×2.4=8.64㎡,单体柱共计33根。

采用经验公式计算:

pt =9.81Hγk ?

式中

pt——工作面合理的工作强度,kN/㎡; H——采高,取4.2m

γ——顶板岩石视密度,t/m3,取2.5 t/m3;

k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4~8,应根据具

体情况合理选取。开采煤层较薄、顶板条件较好、周期来压不明显时,选取低倍数;反之应选取高倍数。计算时取8。

pt =9.81×4.2×2.5×8=824.04kN/㎡

则每根单体柱载荷为824.04×8.64÷33=215.75kN 。

根据上述计算,选用型号为DW28-250/100单体液压支柱。

第六章、工作面顶板管理

顶板管理措施

1、工作面开工前,必须备齐单体柱及支护材料,两巷(老塘及动压区)超前支护按规程要求支设齐全,否则不准开工。

2、煤墙片帮超过0.6m,掉顶0.3m以上,必须及时拉超前架,并上圆木护顶,杜绝空顶作业。

3、当顶板破碎易掉顶时,在移架前必须挑顺山大板临时护顶后,方可移架,必要时,要在煤墙侧打上贴帮柱,架设顺山抬棚,而后移架,降架上走向圆木(钢梁)挑顺山大板升起护顶,如果遇到煤墙片帮严重,顶板破碎,掉顶频繁,过地质构造带等特殊情况必须制定安全技术措施,按安全技术措施施工。

4、工作面遇地质构造时,要根据现场实际情况,调整采高,割煤前超前移架,割煤后,重新超前移架,防止掉顶。

5、处理片帮掉顶事故,必须迅速快捷,有效支护,缩小范围,从外向里,自边缘

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向中央,循序渐进,逐架进行,另外现场必须有安全第一责任者统一指挥,且分工明确,各负其责,保证有专人观山,确保退路畅通,各种物料工具齐全。

6、按照规定的棚距和柱距进行两巷及超前支护,禁止空顶作业,上、下端头三角区处要加强顶板支护,割煤前必须维护好顶板,防止掉矸,严禁空顶。

7、移架滞后采煤机后滚筒5~10m处进行,顶板破碎段,坚持先移架,维护好顶板后割煤。

8、严格工程质量,按质量标准作业,认真搞好工作面顶板动态监测工作。 9、确保移架质量,使支架与顶板平行支设,且接顶严密,支架仰俯角<7°。 10、初采初放期间,严格执行初采初放专项技术措施。

11、采煤机司机不能随意破顶,不得留台阶,掌握好采高,坚持沿顶回采,工作面遇有地质构造时,可适当降低采高。

第七章、安全技术措施

防片帮安全技术措施

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根据掘进情况,预计1111工作面及上下两巷会有片帮掉顶现象,为防止片帮伤人,特制定如下安全技术措施。

一、加强液压支架检修,保证液压系统无窜漏液,支架动作灵活; 二、检查所有支架立柱,保证所有支架安全阀达到额定开启压力,泵站压力达到30MPa。

三、认真检查液压支架损坏情况,发现支架掩护梁、底座有开焊、断裂现象时,应及时焊好。

四、割煤时支架工升架必须达到初撑力,及时跟机拉架。 五、采煤机司机应割平顶底板,保证支架接顶良好。 六、有专人观察周期来压情况,准确掌握来压步距。

七、在顶板离层的情况下,应采用“擦顶移架法”,即首先将支架立柱快速下降,当支架顶梁与顶板稍有距离时,停止降架,立刻拉架使支架的顶梁与顶板相擦而快速前移,将支架前移一个步距,停止拉架,然后升起支架,并达到初撑力,打出护帮板。

八、在顶板比较破碎的情况下,应采用超前拉架法,稍降支架,将支架快速拉前,顶到煤帮上。采煤机割煤时沿底走,下一刀返回时割顶煤。

九、每班到工作面时必须由班长或指派专人将上下出口的片帮煤和顶板零皮撬下来。处理片帮煤和零皮时,必须使用合适的撬棍,人员应站在安全的地方。另外在班中随时检查片帮情况,发现后要及时处理,处理时要保证有一人监护。

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十、支架工跟机拉架时不得面向工作面,采煤机割煤时采煤机司机严禁站在支架前,且前滚筒司机必须距前滚筒8米以外。

十一、采煤机司机割煤时必须戴上安全帽及其它防护用品,以防飞溅的煤块伤人。

十二、进入溜槽内换截齿或检修设备时,可将设备停在工作面压力较小,片帮不严重的区域,同时必须将片帮煤处理掉,将护帮板打出去,并有专人监护。

十三、采煤机割煤时,过往行人必须迅速通过,并且不得面向工作面。 十四、采煤机割煤时人员严禁在架前行走,必须在支架内行走。

十五、无论任何人在工作面破大块煤时,必须将工作范围内的护帮板打出去。 十六、行人在通过上下出口时,必须先仔细观察顶板及两帮是否有片帮或冒落危险,认为安全后方可通过。

十七、刮板机压死后,必须由班长先检查片帮及顶板情况,确认安全后,方可进入工作区工作,并派专人负责观察顶板,发现隐患后应及时将人员撤出。

十八、上下两巷的超前支护必须及时有效,严禁有空顶现象。

十九、行人必须快速通过上下安全出口,严禁在安全出口内停留或无措施作业。

二十、任何人严禁在减速器或电机上休息睡觉,更不得随意摘下安全帽。 二十一、在清理电机盖板及上下巷出口片帮煤时,必须戴好安全帽,并实行两人工作制,一人工作,一人观察顶板,如发现安全隐患,应将隐患处理后方可进入工作区作业。

二十二、在正常生产中,机头看三闭锁人员应随时撬下出口片帮煤,将顶板零皮处理掉。

二十三、上下两巷的超前支护必须及时有效,不得有空顶现象。

二十四、超前支护必须由两人以上作业,要求必须有一人负责观察顶板和片帮情况,并协助其他人回、支单体支柱。 瓦斯管理专项安全技术措施

由于放顶煤采空区空间范围大,可能积聚较大量瓦斯,老顶初次来压和周期来压、顶板大面积垮落及采空区漏风等都可能使瓦斯大量涌出,拟采取以下防范措施:

一、加强工作面尤其是回风隅角的瓦斯检测。 二、瓦斯检查设点为:

⑴工作面;⑵回风隅角;⑶距工作面10m以外的回风流;⑷机电设备群。要求瓦检员每班检查不少于二次,检查情况及时通报通风和调度;当瓦斯超限时,

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必须按《煤矿安全规程》第136条、138条、139条规定处理,并立即汇报矿调度室;瓦检员现场交接班。

三、工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时必须停止工作,撤出人员,并采取措施进行处理。

四、每班使用两台便携式瓦检仪,分别悬挂在工作面上、下两巷隅角(离顶不大于300mm,离帮不小于200mm)。

五、采煤跟班队长、班长、采煤机司机、专职电工必须携带便携式甲烷检测报警仪。

六、加强工作面上下隅角气体检查,每周由矿通风队对下隅角气体取样化验分析,内容有:CH4、CO、CO2、H2S等其它气体,并建立监测档案。

七、加强顶板初次来压时瓦斯检测和安全防护工作,矿组织有关人员重点在工作面初次来压时加强矿压观测和瓦斯检查工作,防止采空区内有害气体大量涌出,酿成事故。

八、加强通风设施的维护,保证工作面通风设施的完好。 九、加强机电设备维修,杜绝电气设备失爆现象发生。 放煤安全技术措施

一、提高采出率措施

1.放煤工应加强责任心,放煤时两眼紧盯放煤口,同时两手协调操作插板和尾梁操作手把,注意观察煤流情况,遇到矸石急剧增加时必须立即停止放煤。

2.严禁漏架不放,顶煤要放干净,不得随意丢失顶煤,以加强顶煤的回收,提高回采率。

3.顶煤放不下来时,可反复伸缩插板或上下摆动尾梁将大块煤挤碎,将煤放下;或动作支架立柱,小范围内反复升降几次,以破碎顶煤,然后按照放煤操作顺序进行放煤。

4.采用下行推溜的时候,放煤工可从工作面头部开始双轮顺序放煤,采用上行推溜的时候,放煤工可从工作面尾部开始双轮顺序放煤。

5、煤机司机割煤时必须沿底煤卧底,严禁随意丢底煤,以提高回采率。 二、放煤安全技术措施

1、放煤由两名专职放煤工负责,放煤工必须经过专职培训,合格后方可持证上岗。操作时严格按本工种操作规程及岗位责任制执行。

2、正常情况下放煤范围和步距按作业规程要求认真把握执行。

①、当工作面顶板比较破碎,煤机在割煤时,后溜禁止放煤;煤机返空刀扫

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底煤时,可以按照规程进行正常放煤。

②、在顶板破碎或支架超高的地方禁止放煤。 3、放煤工应与煤机司机、支架协调配合作业。

4、放煤工应加强责任心,放煤时两眼紧盯放煤口,同时两手协调操作插板和尾梁操作手把,注意观察煤流情况,遇到矸石急剧增加时必须立即停止放煤。

5、逐架放煤达到要求后,及时关闭放煤窗口,伸起尾梁,将各操作手把打至零位。

6、顶煤放不下来时,可反复伸缩插板或上下摆动尾梁将大块煤挤碎,将煤放下;或动作支架立柱,小范围内反复升降几次,以破碎顶煤,然后按照放煤操作顺序进行放煤。

7、严禁漏架不放,顶煤要放干净,不得随意丢失顶煤,以加强顶煤的回收,提高回采率。

8、放煤时工作人员必须站在本架架间操作放煤支架的操作手把。 9、放煤时注意观察尾梁和插板的位置,防止尾梁插板卡入后溜。

10、大块煤放不下来时,人员不得从支架间或窗口往里探身观察和处理窗口顶煤。

11、大块煤或矸石卡死后溜时,不得强行开启后溜或倒转后溜,防止造成更大的机电事故,必须采取其他措施进行处理,而且有相应的技术措施。

12、放煤点不得超过两处,以防煤量太大压死后溜。

13、放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度,以免压死后溜造成机电事故。

参考文献: 《煤矿安全规程》 ? 《煤矿开采方法》 ? 《煤矿安全手册》 ? 附图(表):

附图一 工作面位置及巷道布置图

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附图二 放顶煤综采工作面设备布置

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班次时工作面间长度(m)一班二班三班 150 135120105012345678910111213141516171819202122230 90 附图三 综放工作面循环作业表 7560 45 30 15 图 例

割煤拉后溜移架交接班推前溜清理检修放煤 - 12 -

附表四 劳动组织表

工种 班长 采煤工 采煤司机 刮板机司机 转载机司机 胶带机司机 支架工 泵工 电站工 浮煤清理工 端头维护工 防尘工 运料工 油脂回铁工 材料工 技术员 验收员 一班 2 10 1 1 1 1 4 1 1 2 5 1 1 1 二班 2 10 1 1 1 1 4 1 1 2 5 1 1 1 检修班 1 2 1 1 1 1 1 5 8 8 1 1 2 1 合计 5 22 3 3 3 3 8 3 7 4 18 2 8 1 1 4 3 - 13 -

其它 合计 2 34 2 34 2 38 6 106

备 注 - 14 - 序号 项 目 单位 指 标

1 主技

2 3 4 工作面走向长 工作面倾斜长 放顶高度 煤的容重 回采率 割煤回采率 放煤回采率 滚筒截深 循环产量 日循环数 正规循环率 月推进度 月产量 可采储量 可采期 在册人员 出勤率 m m m t/m % % % mm t 个 % m t 万t 天 人 % 3150 850 3.6 1.32 95 95 85 600(每循环进尺) 4 89 60 50 212.5 120 80 附表五 要经济术指标

表 5

6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 - 15 -

本文来源:https://www.bwwdw.com/article/wzxp.html

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