奥门永利402官网 > 社会报道 > 大洪沟煤矿+591水平东翼B1+2煤层综采放顶煤工作面设计说明书

原标题:大洪沟煤矿+591水平东翼B1+2煤层综采放顶煤工作面设计说明书

浏览次数:189 时间:2019-11-15

8月13日,神华神东煤炭集团首套4.5米大阻力成套综采设备在石圪台煤矿3-1煤二盘区首采工作面31201面安装完毕,目前正在完善调试。 石圪台煤矿31201工作面配置的主要设备全部为新购设备,液压支架为郑州煤机集团制造的ZY18000/25/45D型两柱掩护式液压支架,工作阻力18000KN,架宽2050mm;工作面刮板运输机为江苏天明集团制造的SGZ1000/31200KW变频三机,槽宽2050mm,是目前公司中厚煤层以下刮板运输机中功率最大的;采煤机为JOY公司制造的7LS6C型采煤机,该型号采煤机也是公司中厚煤层采煤机的主力机型;乳化液泵站为RMI公司制造的大流量变频泵站,单泵额定流量656L/min,额定工作压力37.5Mpa,是公司目前最大能力的泵站,与7.0米重型工作面配置的乳化液泵站相同。 该工作面切眼设计长度311.4米,回采长度1865米,回采煤量299.67万吨,预计回采时间7个月。

近日,神东煤炭集团首套雷波S500大流量变频泵站在设备维修中心一厂四部开始组装调试,计划于8月15日在大柳塔煤矿52305-1工作面使用。

三、综采工作面电气设备选择选用:1、矿用真空开关,型号为 KBZ—500/1140两台,作移动变电站出总馈开关;2、矿用真空开关,型号为KBZ—300/1140两台,作移动变电站至+591分层石门配电点的开关;3、矿用真空开关,型号为QBZ—120/660两台,皮带运输机和其它用电地点的总开关;4、矿用真空开关,型号为QBZ—200/1140三台,作为控制采煤机前后部刮板机用;5、矿用真空开关,型号为QBZ—200/1140五台,作为控制两台乳化液泵、两台喷雾泵、、转载机、破碎机用;6、可逆真空磁力开关,型号为BQD—80N四台,用于控制两台回柱绞车,两台岩石电钻用;7、高压电缆接线装置,型号为ABCD—200/6KV十二个,用于高压屏蔽电缆的接线;8、煤电钻综保两台,型号BZB-2.5作为控制两台煤电钻;9、照明、信号综保两台型号BZB-2.5,一台在移动变电站处作为工作面照明和信号控制用,一台在+591分层石门配电点作为B1皮带皮带巷照明和信号控制用;10、工作面照明采用防爆式日光灯,每付支架均安装一盏。B1皮带巷照明采用防爆式日光灯,每隔20m设一盏,各机头和移动变电站、泵站均安装防爆式日光灯;11、信号采用防爆按钮和防爆电铃、皮带机、转载机、采煤机、破碎机、前后部刮板运输机、泵站等处均安装信号装置;12、在移动变电站和+591分层石门配电点安装低压检漏继电器和电度表。

据了解,神东大柳塔煤矿52305-1工作面长280.5米,配套郑煤第三套7.0米液压支架、DBT 3×1600kW变频三机和EKF SL1000采煤机,预计回采煤量947万吨。

综采工作面应建立矿压观测系统,通过观测工作面支护动态质量,进行矿压预报,以有效防止周期来压对工作面造成危害。一、研究内容1、工作面三量观测2、顶板破碎度二、测站布置及观测方法1、工作面三量观测:1)使用的仪器、仪表在工作面每副液压支架的前后支柱分别安装直读式矿压观测表。 2)观测对直读式矿压观测表显示的支架初撑力、最大阻力等参数要求每两小时观测记录一次,对循环经历时间、支架运行时间特性进行

该套泵站为5泵3箱,其中有3台乳化液泵,2台喷雾泵。每台乳化液泵装配500kW电机,单泵额定流量为656升/分。每台喷雾泵装配315kW电机,单泵额定流量为1081 升/分。该泵站的乳化液泵及喷雾泵是公司目前所有泵站中流量最大的,可以满足综采工作面用液用水需求。

第六章:矿压观测和初次放顶

该套泵站另一大亮点是配液方式采用文氏管和限压阀控制乳化液浓度,由电子混液器控制装置监测乳化液配比浓度,并将所监测的浓度数据上传送至控制台进行显示,配液速度最高可达135升/分。

一、采煤方法的选择自从我矿2001年10月采用综采放顶煤采煤方法以来,无论在工作面顶板管理防灭火还是资源回收率都比老的采煤方法有了质的飞跃,机械化采煤的优越性得到了充分的体现,所以本工作面继续采用综采放顶煤采法。二、回采顺序本工作面按自东向西的顺序后退式进行回采。三、工作面长度确定根据现+591水平东翼B1+2煤层B1皮带巷与B2轨道巷水平间距28m,确定工作面长度为31m。四、截深的确定根据B1+2煤层的生产能力和我矿现有提升运输能力以及采煤机的性能情况,截深定为0.6m为宜。五、工作面调和选择及确定工作面采煤机、液压支架等主要配套设备选型如下:1、工作面支架选型( 1 )支架型式的选择根据我矿煤层赋存条件及采煤方法,应选用支撑能力大,抗水平推力强,地板比压均匀,能够较好放出支架后部顶煤,适合于综合机械化放顶煤采煤工作面的支撑掩护式低位放顶煤液压支架。工作面顶板压力估算Q=S×H×R×K=6.00×2.4×1.3×10×9.8=1834.56式中:S——最大空顶距时悬移支架的支护面积,取6.00m2.H--采高 取2.4m.R--岩石容重 取1.3t/m3.K--采高的倍数 取10支架结构高度在实际使用中,通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右,即:Hmax=Mmax+0.2=2.8+0.2=3.0m最小结构高度应比最小采高小250-350mm,即:Hmin=Mmin-0.35=2.4-0.35=2.05m根据以上计算及我矿

图片 1

第五章:采煤方法及回采工艺

其配套设备选择如下:2、采煤机:选用上海煤科分院设计的MG—150NW型短壁采煤机。其主要技术参数如下:采 高 2.4-3.0m工作面倾角 小于25º机 体 高 度 1612 mm摇 臂 摆 角 270º滚 筒 直 径 1600 mm截 深 600 mm卧 底 量 360 mm牵 引 方 式 销齿轮式无链牵引最大牵引力 200KN牵 引 速 度 0-6 m/min电 机 功 率 150KW电 压 660 v/1140v3、前部刮板运输机:选用SGD-730/110型刮板运输机,主要技术参数如下:运 输 能 力 500 t/h链 速 1m/s功 率 110 KW长 度 31 m中部槽规格 1500*730*222 mm水平弯曲度 +/- 18º圆环链规格 Φ22*86 mm破 断 负 荷 600KN电 压 660 V/1140 V4、后部刮板运输机:选用SGB-730/110型刮板运输机。其主要技术参数如下:长 度 31 m输 送 量 500 t / h电动机功率 110KW电 压 660/1140 v刮 板 链 速 1m/s刮板链规格 Z*Φ18*64 mm破 断 负 荷 大于313.6 KNB级中部槽尺寸 1500*730*222mm5、转载机:选用SZZ730/90型转载机,其主要技术参数:总 长 30m搭 接 长 度 9.4 m输 送 能 力 750t / h刮 板 链 速 1.304m / s电 压 660/1140v中部槽规格 1500 mm*720 mm*222 mm圆环链规格 D22*86-C破 断 拉 力 大于85 t电机功率 90KW6、顺槽皮带运输机:选用SSJ1000 型可伸缩带式运输机。其主要技术参数如下:运输能力 800 t/h输送长度 300 m贮带长度 50 m搭接长度 10 m胶带规格 1000*8 mm胶带型号 1000*3(3+1)*50 /140 mm胶带抗拉强度 146 Kg/ cm7、乳化液泵站及采煤机喷雾泵站

第十章:主要技术经济指标一、劳动组织1、劳动组织:采用每日三班,每班八小时工作制。2、劳动定员:78人。(具体见附表)3、循环方式:采用日进刀9次,日推进度为5.4 m。

液压支柱配合铰接顶梁进行双排加强支护。单体液压支柱主要技术参数如下:最大支撑高度 2800 mm最小支撑高度 1700 mm工 作 行 程 800 mm工 作 阻 力 24.5KN六、支架布置及支护一)支护方式:工作面南北端头各采用两架ZFSB5400过渡支架支护,工作面中间采用14副ZFB4000/16/28液压掩护式支架,支架中心距为1.5 米,整个工作面安装 18付支架,超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护,距工作面20 米以内上下顺槽打两排支柱,支柱间排距为1×1米。二)移架方式和操作方式由于工作面产量不大,顶板较稳定,因此采用间隔交错式移架,以加快移架速度,移架顺序为:降柱—移架—升柱—伸侧护板。每次移架的长度为600 mm,为了移架后快速达到额定工作阻力,尽量减少顶板的破碎度,在移架时只稍降支架阻力,使支架顶板带压移架减少支柱下沉量。七、回采工艺一)采用水平分层综采放顶煤方式,采、支、装、运一体化,区段内后退式采煤。二)工艺过程1、工艺流程为:推移前部刮板机—进刀—割煤装煤—运煤—移架—放顶煤—生产检修—爆破松动顶煤2、具体操作1)推移前部刮板机:进刀前将采煤机行至前部刮板运输机机尾处,并将采煤机滚筒置于开切巷中部空间内,然后推移前部刮板运输机,推移方式采用首次先机头后机尾的顺序,第二次则先机尾后机头的顺序。推移步距为采煤机截深(最大0.6 m)遇特殊情况可分两遍推移到位,每次0.3 m。2)进刀:采煤机开至前部刮板机中部,将滚筒摇至底刀位置,开动采煤机直接斜切进刀割底煤。3)割煤、装煤:采煤机在前部刮板机机尾进入割顶刀,向机头方向推进,割到机头位置停将采煤机滚筒反向摇至底刀位置,开动采煤机,从前部刮板机机头向机尾方向推进割底刀,并利用采煤机滚筒螺旋叶自行装煤(机头、机尾处人工辅助装煤)要求必须割满刀,即0.6 m。4)运煤:采煤机切割下来的松散煤体和人工放出的顶煤利用前,后部刮板运输机运至B1皮带巷处的转载机,再由转载机转至顺槽皮带运输机运出工作面。5)移架:采煤机在割顶刀时,滞后3 m(两付支架)按顺序从前部刮板运输机机尾向机头追机推出支架的前护顶板,当采煤机割完底刀停至前部刮板运输机机尾处,推移完前部刮板机后,从前部刮板机机头处于始进行推移支架,采用间隔式推移,即隔一付移一付再从前部刮板机处,将剩下的未移支架进行推移,直至全部支架推移完。6)移后部刮板机:当推移完前部刮板机,从前部刮板机机头处于始进行推移支架,采用间隔式推移,后部刮板机随液压支架同步向前推移。7)放顶煤:在完成移架后,停机,开始放顶煤,放煤方法采用由B1向B2方向多轮间隔式按顺序放煤即先放1、3、5、7……号支架顺序放煤,每次放煤量不宜过大,时间不宜超过5分钟,放煤口出现矸石时应停止放煤。8)生产检修:每班必须对设备进行维修,早班留两个小时进行检修,检修班必须对设备进行全面的检查和维修,使综采设备达到完好。9)爆破松动顶煤:在该分层,其顶煤厚度为13.6m,仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤,必须进行爆破松动顶煤。该工作面采用的三台岩石电钻打顶眼(眼径100mm),装炸药爆破顶煤,具体方法为采用岩石电钻在采煤机割完底刀后,移架后在支柱前护顶板下方向架后方向以倾角87º向上打11-12m左右高的炮眼,炮眼间距为3m,炮眼排距2.4-3.0m,当工作面支架后立柱推进到炮眼位置时进行起爆。炮眼的装药长度在8-9m,封泥长度不小于2.5m。对局部煤质较软的地方,视情况适当调整眼距和炮眼排距,打眼爆破松动顶煤。3、放煤步距确定放煤步距是否合理,将直接影响含矸率、工作面单产和回采率,其主要由顶煤厚度、松软程度、破碎机理和工作条件、放煤尺度、矿井生产能力等方面的许多因素决定,本工作面回采段高16m,根据我矿经验和实际情况,放煤步距采用0.6 m。

六、瓦斯、煤尘爆炸性图片 2

3、当工作面发生冒顶时的避灾路线为:当发生冒顶时,立即佩带好自救器,当冲击波过后从工作面—B2轨道巷—+591分层石门—+607-+535上山—+535水平车场—副井—地面工作面—B2轨道巷—+591分层石门—+591- +607上山—+607水平车场—副井—地面4、当工作面发生瓦斯燃烧或煤尘爆炸时的避灾路线为工作面人员立即趴倒,佩带好自救器,当冲击波过后从工作面—B2轨道巷—+591分层石门—+607- +535上山—+535水平车场—副井—地面工作面—B2轨道巷—+591分层石门—+591-+607上山—+607水平车场— 副井—地面5、当工作面发生灾害且副井绞车故障时的避灾线路1)工作面—B2轨道巷—+591分层石门—+591- +607上山—+607水平车场— +607- +687安全出口—+687- 地面安全出口—地面2)工作面—B1轨道巷—+591-+607风井—+607水平A6石门—+607- +627轨道上山—+627回风石门—+627- +687风井—+687- +740风井— +740回风巷—+750回风石门—+750-地面安全出口(另有专门通风设计)。

5)风速验算工作面最低风量:Qmin=15×9.24=138.6m3/mim工作面取最大风量Qmax=240S=240×9.24=2217.6m3/mim经过验算:15S=15×9.24<582.12<240S=2217.6m3/min满足要求

该工作面开采的阶段高度:+591- +607为16m,工作面倾向长度:31m,采区走向长度:270m。工作面地质储量:Q = L×M×H×γ=270×34.84×16×1.3= 19.57式中:Q----工作面地质储量 单位:万吨 L----工作面走向长度 单位:mM----煤层平均宽度 单位:mH----回采高度 单位:mγ----煤的容重 单位:t/m3,取1.3根据国家规定,结合我矿的实际情况和兄弟矿的经验,确定该综采放顶煤工作面的回采率为85%。故可采储量Q可= Q×n = 19.57×85%=16.63万吨式中: Q可----工作面可采储量 单位:万吨Q -----工作面地质储量 单位:万吨n -----回采率 取 85%

根据历年的矿井瓦斯等级鉴定资料和现水平地质报告,+591水平B1+2煤层的瓦斯相对涌出量小于0.52m3/d,所以确定该煤层为低瓦斯煤层。根据集团公司试验室(国家二级站)的鉴定结果,我矿 B1+2煤层的煤尘爆炸指数为34.10%,表明该煤层具有爆炸危险性。

设计说明书5、大洪沟煤矿采煤方法设计说明书6、+591水平东翼B1+2煤层采区地质说明书7、+591水平东翼B1+2煤层综采工作面巷道布置图第二章:工作面概况本工作面设计开采矿井+591-+607水平防洪渠保护煤柱以东至井田东翼边界的B1+2煤层。其东界至井田东翼边界,西以防洪渠保护煤柱东缘为界,北至B2煤层顶板,南至B1底板。工作面上界为矿井+607水平,下界为+591水平。煤层平均厚度34.84m,东西走向长320米,可采长度270米。工作面对应的地表范围内无建筑物、河流、湖泊、水渠、公路通过,只有+591水平以上煤层回采后形成的塌陷坑,进行过回填处理,塌陷坑内无积水。与B1+2煤层相邻的煤层是B3-6煤层,两煤层相距48.5米,彼此开采相互无影响。工作面上部+607-+627水平采用网格迈步支架炮采放顶煤采法回采,于98年回采完毕。+627水平以上均采用仓储式采法回采,+607以上采空区大部分已经与地面垮通,工作面以下为原始煤层。第三章:煤层地质特征一、煤层特征本矿井井田内含煤地层为中下侏罗系水西沟西山窑组下段,地层总厚500米,共含煤33层(厚度在0.6米以上)。第四系的黄土覆盖物广布全矿区。1、本工作面所开采的煤层是本矿井含煤地层中的第一组煤,由B1+2煤层组成。本组含煤二层,自下而上命名为B1、B2煤层。B1+2煤层厚度沿走向从西向东,倾向由浅及深略有变薄,煤层结构西部较简单,向东夹石层增多,加厚、结构复杂,全区稳定可采。根据+591水平分层石门揭露的B1+2煤层情况和巷道掘进情况看,在+591水平B1+2煤层产状:走向北偏东59º,倾向329º,煤层倾角82º左右,且煤层节理发育,结构复杂。全区稳定可采。煤层顶底板多为炭质泥岩和泥岩。2、 B1+2煤层水平厚度在+591水平最大为39.45米,最小厚度为31.83米,平均有益厚度为34.84米。该煤层内含夹矸11层,夹矸层单层厚度 为0.1-0.4 m。该矸石硬度较小对机械化开采无影响(详见煤层柱状图)。

P—1.14KV 3*25+1*16 橡套电缆长度100 m。⑵后部刮板机电缆型号为UYP—1.14KV 3*25+1*16橡套电缆长度100 m。⑶转载机电缆型号为UYP—1.14KV 3*25+1*16 橡套电缆长度140 m。⑷破碎机电缆型号为UYP—1.14KV 3*25+1*26 橡套电缆长度120 m。⑸乳化液泵站电缆型号为UYP—1.14KV 3*35+1*16橡套电缆长度50 m。⑹回柱绞车电缆型号为UYP—1.14KV 3*16+1*10 橡套电缆长度为B3轨道巷150 m。⑺ 喷雾泵站电缆型号为U—1.14KV 3*25+1*10 橡套电缆长度100 m。⑻ 皮带运输机电缆型号为U—1.14KV 3*25+1*10橡套电缆长度100 m。⑼ 岩石电钻电缆型号为UYP—1.14KV 3*4+1*4 橡套电缆长度400 m。⑽ 煤电钻电缆型号为MZ—0.5KV 矿用3*4 橡套电缆长度100 m。⑾照明、信号电缆型号为U—3*2.5 橡套电缆长度500 m3、供电回路该工作面供电有两个回路。移动变电站为一个回路,又被分为两个部分,其中一个总馈电开关供采煤机、前部刮板机、B2轨道巷的回柱绞车,两台岩石电钻,两台煤电钻,工作面照明信号用电;另一个总馈电开关接出一根电缆到+591分层石门配电点,在配电点通过馈电开关分为两路,一路供皮带机、B2皮带巷的回柱绞车、后部刮板机用电,一路供转载机、破碎机、B1皮带巷照明信号用电。从+535水平中央变电所接一条低压电缆至+591分层石门配电点馈电开关为一个回路,供其它用电点用电。

本文由奥门永利402官网发布于社会报道,转载请注明出处:大洪沟煤矿+591水平东翼B1+2煤层综采放顶煤工作面设计说明书

关键词:

上一篇:煤炭行业结构调整加速

下一篇:煤市显现积极发展迹象 产销运同比皆有好转