综采工作面支护设计

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10-310综采工作面支护设计

总工程师:

安全科长:

生产科长:

地测科长:

编制:

生产技术科 2014年2月15日

10-310回采工作面支护设计

一、地质概况

煤层名称10#煤层水平名称+400m 采区名称三采区

地面标高(m)+697~+809m 井下标高

(m)

+394~+424m 埋藏深度303~385m

地面相对位置位于月节里村以东,羊反村、范南庄以南,地表为黄土梁垣地带。

回采对地面设施的影响

经进行的地表调查观测,在10-310工作面地表有一村庄(月节村)横穿于工作面。沟谷在雨季会有雨水流经,不会对回采造成大的影响。在回采过程中如发现异常变动,应及时上报矿领导,研究制定治理措施,并严格贯彻落实。

井下位置及与四邻关系井下位置:坐标X:400600-4041100 Y:19552400-195519553300 四邻关系:10-310工作面位于400轨道巷前进方向右翼,东邻10-308

掘进工作面、西邻400水平三采区回风巷开拓工作面与月节底村保安煤柱,南接400水平总回风巷,北为实体煤层。

10-310走向长

(m) 正巷:785

倾向长(m)初始230

圈定面积

(㎡)

167446.1 副巷:785

2、煤层赋存情况

本工作面10号煤层平均总厚度为 2.55 m,属于中厚煤层,10-310工作面为较复杂结构煤层。一般含1层夹矸,以泥岩、炭质泥岩为主,煤层结构为1.0(0.10)1.45。煤层倾角 2°~13°,平均煤层倾角6°。煤层厚度由正巷逐渐向副巷变厚

煤层特征情况表

项目单位指标备注

煤层厚度(最小--

最大/平均)

m 2.15-2.80/2.55

煤层倾角(最小--

最大/平均)

(°)2°-13 °/ 7°

煤层层理发育程度发育

煤层节理发育程度中等发育

煤质情况WF(%) Ag(%) VF(%) Sg(%)

Qgr%

(KJ/Kg)

煤岩类型牌号1.04 20.11 39.45 4.11 105 半亮型煤肥煤

3、煤层顶底板情况

顶底板名称岩石类别厚度m 岩性

顶板基本顶K2灰岩9.7

深灰色,块状、坚硬,裂隙中充

填方解石脉,中下部有0.4m泥岩直接顶粉砂岩 1.48

深灰-灰黑色、局部为泥岩,含云

母片及黄铁矿

底板直接底细粒砂岩0.63

灰色、石英为主,泥质胶结,具

直线型斜层理

基本底粉砂岩 3.14

深灰—灰黑色,局部为泥岩含云

母片及黄铁矿

4、地质构造情况

10-310工作面等高线显示在工作面出现两个背斜,两个向斜构造; 10-310工作面绕巷段出现两个陷落柱,两个断层。陷落柱(已绕过),断层均为在巷道掘进过程中揭露,对工作面回采会产生一些影响。

4、水文地质情况

(1)影响工作面生产的主要含水层有K2和O2灰岩溶隙含水层。

其中K2灰岩位于10#煤层上部,距10#煤层平均间距3.0m,是310工作面的直接充水水源,体现方式主要为顶板淋水。

O2灰岩位于10#煤层下部,距10#煤层平均间距36.0m,水位静标高+520m ,突水系数<0.06,工作面属带压开采,在导水构造和底板薄弱带的情况下,有发生突水的倾向,是影响下组煤生产的主要水患威胁。因此在回采过程中应严格执行探放水规定,并保证工作面排水总能力不小于工作面最大涌水量的两倍。

(2)预计涌水量情况:该工作面水文地质条件复杂,主要受K2灰岩水影响,预计回采期间工作面正巷正常涌水量为40m3/h,最大涌水量为70m3/h;副巷正常涌水量为60m3/h,最大涌水量为90m3/h。工作面回采期间受水害威胁不大,涌水量主要为煤层顶板淋水所致,上覆松散层孔隙水,碎屑岩裂隙水通过岩石裂隙、采空冒落带裂隙、导水裂隙带裂隙下渗进入工作面。

二、两巷及工作面支护设计

1、架型选择:

①支架选型及布置

支架以液体压力为动力,完成对工作面顶板的支撑、切顶、挡矸、护帮、支架前移,以及推移工作面刮板输送机等一套动作。

支架选型应符合以下几个原则:

a.支护强度与工作面矿压相适应;

b.支架结构与煤层赋存条件相适应;

c.支护断面与通风要求相适应;

d.液压支架与采煤机、运输机等设备相匹配。

②支架支护强度的验算

结合本矿实际情况,工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算,上覆岩层所需的支护强度按下式计算:F=8×H×R×g×S

式中:H——工作面采高,2.55m;

R——上覆岩层密度,2.3×103kg/m3;

F——计算工作阻力,kN;

则:F=8×2.55×2.3×103×9.8×6.73=3187kN

根据ZY4600-15/33型双柱掩护式液压支架支架说明书提供的支架工作阻力为4600KN大于8倍采高验算所需的工作阻力,所以该支架能够满足支护要求。

根据本工作面顶底板岩性和相邻工作面地质资料说明,该工作面选用ZY4600-15/33型双柱掩护式液压支架,此支架最小支撑高度1.5m,最大支撑高度3.3m,架中心间距1.5m,支架工作阻力4600KN,所需泵站压力30Mpa,移架步距600mm,最小控顶距3885mm,最大控顶距4485mm,端面距340mm,放顶步距600mm。

③按承压校核

Pc=72.3Hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1

其中:Pc——额定支护强度下限,KN/m2;

Hm——工作面采高取2.55m;

Lp——基本顶周期来压步距取12m;

Bc——控顶宽度4.485 ;

N——充填系数(N=Hi/Hm=直接顶厚度/采高=2.15/2.65=0.81m);

则:Pc=72.3×2.55+4.5×12+78.9×4.485-10.24×0.81-62.1

=521.85KN/M2≈0.522Mpa

查ZY4600/15/33型双柱掩护式液压支架主要技术特征,支架支护强度为0.7Mpa,支架支护强度大于顶板使用支架所受的支护强度,故选用ZY4600-15/33型双柱掩护式液压支架满足安全生产需要。

④按底板比压验算

查《ZY4600/15/33型掩护式支架使用维护说明书》支架主要技术特征上可知,本型号支架底板比压为Pb =1.9 MPa.

地质资料显示,本工作面10#煤层底板为粉砂岩。

查中国矿业大学(北京)给霍州煤电集团有限责任公司所做的《煤巷淋涌水型破裂煤岩顶板特性和锚网锁控制研究研究报告》可知,我矿粉砂岩抗压强度σc =53.72 MPa

因此,

Pb =1.9 MPa<53.72 MPa=σc ,

所以按底板比压验算,本支架适合本工作面使用。

因此,ZY4600/15/33型支架适合本工作面。

⑤单体柱支护强度、密度校验

动载系数也称顶板来压系数:直接顶来压期间工作面支架上的载荷平均值与未来压时平均值之比。

a.顶板未来压时,超前支护为主动支护,单体柱支撑顶煤载荷。

本工作面直接顶为粉砂岩,厚度1.48m,容重2.6吨/m3,取动载系数1 ,支护宽度4.4m,则每根单体柱受力为:

F1=(20×4.4×1.48×2.6×1×9.8)/[(20/1) ×2]=82.96千牛/根,单体柱的初撑力不低于110千牛,大于F1,能够满足要求;

(2)顶板来压时,超前支护转变为被动支护,单体柱承受直接顶载荷及老顶部分载荷。直接顶粉砂岩厚度1.48m,容重2.6吨/m3,取动载系数1;老顶K2灰岩跨落厚度3m,容重2.4吨/m3,取动载系数1,支护宽度4.4m,则每根单体柱受力为:

F2=(20×4.4×1.48×2.6×1×9.8+20×4.4×3×2.4×1×9.8)/[(20/1) ×2]=238.19千牛/根,DZ32单体柱的工作阻力为245千牛,大于F2,能够满足要求;

单体柱支护密度校验:

根据《煤矿安全规程》和《煤矿安全质量标准化标准》中的相关内容以及矿压观察数据分析所得超前支护距煤壁10m范围内打双排柱,10-20m范围内打单排柱。顶板来压明显,超前支护形式不能满足维护断面要求时,及时复查规程,采取延长超前支护长度,增加支护密度和强度,根据现场情况计算单体柱受力是否满足支护要求。

2、两巷超前及端头支护

①煤壁端头支护

工作面正、副巷端头在提前卸完锚杆、锚索后,为了有效控制顶板,需在端头进行特殊支护,支护说明如下:

正巷提前卸完两排锚杆、锚索后及时支设两排单体柱及1.2m金

属小梁,单体柱交错布置,排距0.8m,柱间距0.3m,小梁方向平行于巷道方向。当转载溜子距煤壁>0.9m时,每超0.3m加一根单体柱及1.2m金属小梁。

副巷提前卸完两排锚杆、锚索后及时支设两排单体柱及1.2m金属小梁,排距0.8m,柱间距0.3m,小梁方向平行于巷道方向。靠老山侧一排单体柱间距煤帮不得超过0.3m,每排打4根柱子,第二排打3根柱子,两排成交错布置。

②支架端头支护

机头、机尾维护方式

(1)机头、机尾端头支架距帮大于1.2m时,应根据现场情况在封口柱前方支设一对对π梁支护,每增加0.6m,必须增加一对对兀梁,对兀梁中心距为0.3m,一梁两柱或一梁三柱【采用DZ-28(25-32)型单体柱,梁规格为3200mm的π梁,梁与巷道方向平行布置】,对π梁交替迈步前移,柱距0.8m(如顶板破碎可缩短柱距),步距0.6m。所有支柱初撑力达11.5Mpa以上,必须留有0.8m以上的行人宽度。

(2)端头支护的前移,支设必须在端头支架移架完成后并达到初撑力方可进行。

(3)正、副巷安全出口:工作面往外20m范围内,高度不得低于1.8m,宽度不得低于0.8m,否则必须制定专项措施,确保安全出口符合规定。

(4)安全出口必须安设专人维护,确保安全出口范围内支护完好合格,无淤泥积水、无杂物,确保通风、行人,运输断面符合规定。

③正副巷超前支护

(1)正、副巷超前维护距离规定:正巷从工作面煤壁起向外20m

内支设两排支柱,支设后保证行人宽度不小于0.8m,另一侧距转载机挡煤板0.1-0.5m;副巷从工作面煤壁起向外20m内支设双排支柱,柱间距为0.9米,支柱一定要成一直线,超前所有支柱三用阀、注液口均朝落山方向,支柱迎山有力升紧打实。超前支护距离可根据现场巷道顶板情况适当延长。

(2)支柱必须掌握2-3°迎山角度迎山要有力,两巷顶板不平及局部漏顶处必须将顶板构平构实,要求超前支护保证做到“一穿、两拴、三齐、一达标”【一穿:即所有支柱全部穿鞋(入地超过100mm);两拴:即拴梁、拴柱;三齐:即支柱支设整齐、电缆悬挂整齐、管线吊挂整齐;一达标:即支柱初撑力达标(11.5MPa以上)】。

(3) 巷超前的电缆、管线管理采用电缆拖挂。

(4)割煤前,预先对正、副巷距工作面煤壁5m范围内的超前支护加固,每移一次架,提前1-2个循环回掉煤壁侧的超前支护。

④正副巷封口管理

(1)封口柱采用小梁规格为1.2m的π梁配合单体支柱支护,小梁与巷道平行支设,柱间距为0.3m,基本支架与煤壁间距小于0.3m 时不进行支护,大于0.3m时,每0.3m支设一根单体柱配合1.2mm金属小梁,切顶柱与液压支架顶梁后沿打齐且所有支柱初撑力达11.5Mpa以上。

(2)回撤封口柱时,必须坚持“回一根,支一根”的原则,严禁提前回柱和同时回多根支柱。当工作面顶板破碎、顶板压力加大、倾角变化、上下隅角放顶等时,在封口柱支设的基础上,加设应山角度为60°戗柱,戗柱支设朝老山方向。

(3)回撤封口柱必须采用机械回柱,禁止人员进入落山侧回柱。

(4)回柱时,两人操作,一人操作回柱手把卸液,一人观察顶板

情况,选择安全可靠地点将拔柱器(导链)挂好。将绳钩挂在所要回的柱子手把上,操作时先在支柱三通阀上插好放液手把,然后人站在安全地点用长柄工具敲打放液手把使柱子卸液,支柱脱离顶板,当柱子卸液后及时回柱。发现异常立即停止回柱作业进行处理,险情排除后,方可继续回柱。

五、特殊支护

1、由于工作面结构复杂,在工作面过构造时,要指定专人维护两巷。工作面要备用5m3木料和10%的各种支护材料。

2、过落差小于1m的断层,采取调整支架高度和开震动炮上盘破顶下盘破底或上盘留顶三角煤下盘留底三角煤配合机组截割的方法,使工作面两盘相随,不得出现0.2m以上的台阶,否则必须在空顶的支架上用圆木或板梁构顶,然后升紧支架。

3、煤壁片帮造成端面距超0.6m时,必须超前支护,提前移架。

4、顶板破碎时调节支架平衡油缸使顶梁前端提前接顶;落山悬顶时调节支架平衡油缸使顶梁后端提前接顶。工作面过顶板破碎区域时,采煤机割过煤后,及时带压拉架。

5、若工作面顶板破碎冒落超过300mm时,必须构顶,待顶板稳定后,由安全员现场指挥,由有经验的老工人用长柄工具将冒落周围的活石、片帮等不安全隐患处理后,加固漏顶四周的支护,并经瓦检员检查许可后进行工作;构顶前备齐物料,选好退路,并架设可靠的临时工作台;构顶时一人构顶,两人备料,动作要求迅速准确。

六、工作面特殊时期的顶板控制

(一)初次来压及停采前的顶板控制

1、初采来压时,两巷超前、端头及封口柱严格按标准支设,在原有的超前支护上,距煤壁5米范围内必须采取加密支柱;封口柱除

按标准支设外,还需在靠工作面侧向切顶线处支设戗柱。在此期间单体柱的初撑力必须达标(≥90KN、11.5MPa)且不得出现卸液单体柱。

2、停采前工作面顶板管理

工作面停采前距停采线20m时要控制好采高,距离停采线9.6m 时准备铺网上绳,具体规定需制定专项措施报批执行。

(二)过断层、陷落柱及顶板破碎时的顶板控制

1、工作面过断层或陷落柱时应加强支架、机组、转载机、输送机的检修,严禁“带病”运转。

2、断层面上下两盘以上盘破顶留底煤、下盘破底留顶煤为原则,使断层面处两盘相随。工作面高度不得忽高忽低,并严格按要求将采高控制在2.55m左右。

3、采用带压移架,超前支护,追机作业。

4、相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3,不挤不咬不倒。保持良好的支护状态,初撑力达标(≥25Mpa)。

回采工作面超前支护验算

回采工作面超前支护验算 3908回采工作面超前支护强度验算 3908综采放顶煤工作面,切眼设计长度200米,顺槽设计断面宽4000mm,高3000mm ,经中国矿业大学从顶底板岩石单轴抗压强度、两帮岩石单轴抗压强度、巷道埋深、护巷煤柱宽度、采动影响系数、围岩完整性七项参数进行理论验算,顺槽掘进采用锚网梁索联合支护,支护强度完全满足安全生产需要。 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析,在回采过程中随着工作面的推进,两顺槽从安全出口向外100m为顶底板移动量、两帮移近量显现范围,且移近量从里向外逐渐减小。 一、在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,巷道断面是否满足《煤矿安全规程》第22条规定。 《煤矿安全规程》第22条规定,“巷道内安设输送机时,输送机与巷帮支护的距离不得小于500mm,输送机机头和机尾处与巷帮支护的距离应满足设备检查和维修的需要,并不得小于700mm;巷道内移动变电站或平板车上综采设备的最突出部分,与巷帮支护的距离不得小于300mm”。 ①3908轨道顺槽布置设备列车,最大件为移动变电站长×宽×高=3900×1100×1480mm。 最大宽度:移动变电站宽度1100mm +300mm+1000mm = 2400mm 最大高度:移动变电站高度1480mm +300mm = 1780mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm,取顶底板移近量最大点 83mm、两帮移近量最大点61mm,巷道净断面为3917mm?2400mm,净高度2939mm?1780mm,因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,3908轨顺巷道宽度满足安全生产的需要。 ②3908皮带顺槽安装转载机和破碎机、皮带机,最大件为破碎机,长×宽×高=3540×1785×1741mm。 最大宽度:破碎机宽度1785mm +700mm+700mm = 3185mm 最大高度:破碎机高度1741mm + 700mm = 2441mm 轨道顺槽断面为宽4000mm×高3000mm,取顶底板移近量最大点83mm、两帮移近量最大点61mm,巷道净断面为3917mm?3185mm,净高度2939mm?2441mm,因此在顶底板移近量、两帮移近量显现范围内,3908皮顺巷道宽度满足安全生产的需要。 二、在顶底板移近量、两帮移近量显现变化较大的地段(安全出口向外25m范围内)加强顶板支护,即超前支护。 《规程》第50条规定,“采煤工作面所有安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护,且加强支护的巷道长度不得小于20米;综合机械化采煤工作面,此范围内的巷道高度不得低于1.8米。” 根据中国矿业大学对我矿回采工作面回采期间矿压观测数据分析,3908综采工作面从安全出口向外25m范围内为顶底板移近量、两帮移近量变化活跃段,因此作业规程规定采用单体液压支柱配合π型梁的超前支护加强支护,即从安全出口开始,前10m范围内为三排支护,10m~25m范围内为两排支柱,超前支护均为一梁三柱,柱距 1m,单体支柱型号为DZ-32,π型梁长度为3.2m。 ①超前10m范围内的支护强度验算 超前10m范围内为三排支柱,一梁三柱,柱距1m。共用单体支柱数量为33根,每根单体支柱支撑的面积为1.21m2。超前支柱初撑力规定为100KN。超前10m内的顶底板移近量判断为直接顶(1.5m的顶煤、0.7m厚的泥岩)移近量,重量为: T=S×H×ρ=1.21×(0.7×2.5+1.5×1.43)=4.713T=47.13KN 式中S,每根单体支柱的支护面积; H,直接顶高度,顶煤1.5m,岩泥顶0.7m; ρ,密度,顶煤取1.43T/m3,泥岩取2.5T/m3 47.13KN<100KN,支护强度合格。 ②超前10m~15m的支护强度验算

综采工作面设计使用说明

山西大同李家窑煤业有限责任公司82205工作面设计说明书 矿别: 李家窑煤业 单位: 生产技术科 工作面名称: 82205工作面 二〇一七年一月十日

目录 前言 (3) 第一章工作面概况及地质特征 (3) 第一节概况 (3) 第二节地质特征 (4) 第二章采煤方法、设备选型及巷道布置 (6) 第一节采煤方法及设备选型 (6) 第二节工作面巷道布置 (7) 第三章工作面生产能力及生产系统 (9) 第一节工作面生产能力 (9) 第二节生产系统 (10) 第三节机电设备及供电 (16) 第五章技术经济指标 (53) 第六章安全技术措施 (54)

前言 根据《采矿设计手册》、《综采技术手册》及《煤矿安全规程》等有关规定及要求,对82205综采工作面进行设计,该工作面位于我矿+1240m 水平一盘区,预计2017年8月15日采出。 第一章工作面概况及地质特征 第一节概况 一、工作面位置及地表概况 本矿井位于大同煤田南东部,大同市左云县东南26km,小京庄乡李家窑村南,行政区划隶属左云县小京庄乡,经济类型为集体所有制企业,其地理坐标为:东经112°44′41″~112°47′52″,北纬39°45′57″~39°48′18″。 井田东南距北同蒲铁路40km,并有小峪及峙峰山运煤专用线于宋家庄站与北同蒲铁路相接,宋家庄站至大同52km,与大秦铁路相连;南至朔州到太原长303km。另外北东有同煤集团王村矿至大同的运煤专线。井田北东有左(云)~吴(家窑)公路,往南东与大运高速公路相接,井田南东有岱(岳)~马(营)公路与大运也相连,另外井田内和周边均有简易公路与以上两条公路相连,交通较方便。 该矿东与峙峰山煤业有限公司相邻,西北与整合后的左云县长春兴煤矿相邻。南、北无其它煤矿开采。 二、工作面参数 82205工作面为22#煤层综采工作面,本采面北部为已采82203工作面,南部为82207设计采面,西部为22#煤层82204采面。 工作面标高:1302~1333.5m 工作面走向长度:890m

综采工作面顶板压力周期来压规律热

摘要:文章针对不同顶板条件对矿山压力显现规律及过程进行了分析。 关键词:直接顶;老顶;周期来压;采煤工艺 中图分类号:TD82 文献标识码:A文章编号:1007—6921(2010)16—0069—02 长壁采煤工艺包括采煤、装煤、运煤、支护和采空区处理5大工序,为确保5大工序的合理完成,就应对长壁工作面矿压显现的主要因素加强了解和掌握。在长壁工作面采出煤炭后,由于应力重新分布,必然会引起各种矿山压力显现,而矿山压力显现的程度又与组成工作面围岩的性质、工作面对上述情况采取恰当的技术与有效地安全措施,借助力学、实验、经验和理论方法,掌握不同时期、不同条件下的矿山压力显现规律,就能对矿山压力的显现实现适时有效地控制,进而对遏制长壁工作面顶板事故的发生具有十分重要的意义。 1 工作面围岩类别 采煤工作面围岩主要是顶板和底板,围岩对工作面的回采起决定性作用,而顶板岩性对工作面的周期来压起着决定性作用。顶板由下到上可分为伪顶、直接顶、老顶及松散层。伪顶一般为泥岩,随采随冒,伪顶并不是每个煤层顶板都有的,有的煤层顶板没有伪顶,对顶板压力影响不大。松散层位于老顶上部,松散层之间可视为没有黏结力,其产生的重力均匀向下,对综采工作面周期来压大小有一定影响,对周期来压的周期性影响不大。直接顶和老顶是综采工作面周期来压的主要原因。 2 综采工作面初次来压压力显现过程分析 工作面开始回采时,顶板第一次来压称为初次来压。一般初次来压都产生飓风,对工作面人员的人身安全产生巨大威胁,控制顶板初次来压对煤矿的安全生产具有十分重大的意义。控制顶板的初次来压就要了解顶板初次来压产生的机理,下面就顶板初次来压的机理进行简要分析。 如图1所示:在综采工作面开始回采前,切眼由锚杆锚索加强支护,直接顶和老顶发生的变形可忽略不计,随着工作面的推进,支架后方悬顶面积越来越大,直接顶和老顶此时类似是一个梁支撑在前后煤壁上,正因为前后的支撑,直接顶和老顶很难在短跨度内垮落,工作面继续推进,当直接顶变形达到极限开始断裂,垮落,此时老顶尚未达到断裂极限,工作面继续推进,老顶达到断裂极限时,因为此时悬顶面积过大,同时垮落,造成初次来压,产生飓风,易造成事故。 根据老顶初次来压的分析,采取一定措施使老顶尽快垮落,是减小老顶初次来压带来危害的有效方法。神东公司现采取老顶预裂爆破方式将老顶的整体性破坏,减小老顶悬顶距离,使初次来压提早显现,减小来压产生的危害,实践证明,此方法在工作面回采中起到了非常重要的作用。 3 综采工作面周期来压压力显现过程分析 老顶初次来压过后,随着工作面的推进,顶板来压显现有一定周期性,称为老顶周期来压。周期来压是在老顶初次来压之后,支架上老顶后方悬空,只有一端支撑在煤壁上,老顶相当于悬臂梁,不考虑其他因素的话,老顶跨距达到老顶初次来压跨距时就会垮落,由于采动影响,老顶已经出现裂隙,整体性遭到破坏,因此,在很短的跨度内就会垮落,造成来压,因为跨度小,产生的危害较初次来压小了很多,但周期来压对工作面的回采依然会产生很大影响,下面就顶板周期来压进行简要分析。 如图2所示:设某一工作面老顶厚度为h3,直接顶厚度为h2,采高h1。 工作面周期来压是因为老顶周期性断裂引起的,因而老顶的岩性对周期来压起着重大作用,同时,也与直接顶性质有很大关系。 设直接顶的岩石碎涨系数为kp,残余碎涨系数为kp,,当kp×h2≥h1+h2时,顶板来压相对缓和,甚至显示不出来,若kp'×h2≥h1+h2时,顶板老顶基本被跨落的直接顶支撑住,

100103综采工作面支护设计

100103综采工作面支护设计 第一节、工作面位置及概况 一、巷道位置 100103综采工作面地面相对位置位于旺岭村以南,地表为农田,地面无建筑物、河流、水库等。井下位置位于矿井一采区,北为100101综采工作面采空区,南为10010运输顺槽和10#煤未采区,东为+640采区轨道大巷,上覆为020907回采工作面采空区。 二、地质特征 100103综采工作面为稳定的厚煤层,10#煤直接顶板为砂质泥岩,其底板为泥岩,上距9#煤平均间距5.8m,下距11#煤平均间距2.89m,10#煤煤层厚度1.3—5.87m,平均厚度3.84m,煤层结构中等,属可采煤层。 三、地质构造: 根据工作面设计范围内煤层底板等高线变化趋势分析,该工作面地层整体呈一单斜构造,倾向西北向,倾角3°~8°,一般5°左右;此外预计该工作面在掘进期间,无大的断层构造存在,但在各巷道施工过程中,由4处较小的陷落柱,有少量的裂隙水出现,会给顶板支护管理带来一定的影响。 第二节、设备配备 100103综采工作面设计走向长度1540m,倾斜长度182m,沿煤层底板一次采全高,工作面坡度随煤层倾角变化而变化。 一、采煤机主要技术参数如下:

1、适应煤层 采高范围:2.5~4.7m 适应煤层倾角:≤35° 煤质硬度:中硬或中硬以下煤层 2、采煤机总体 机面高度:1961mm 机身厚度:676mm 过煤高度:773mm 截深:800mm 摇臂摆动中心距:7980mm 行走轮中心距:6290mm 3、切割部 摇臂结构形式:分体、直摇臂 摇臂长度:2780mm 摇臂摆角:上摆40°、下摆18° 截割功率:2×500KW 滚筒转速:32.8r/min 截割电机型号:YBCS-500 截割电机功率:500KW 截割电机额定电压:3300V 截割电机额定电流:105A 截割电机额定转速:1486r/min 4、牵引行走部 牵引形式:开关磁阻电机调速、齿轮销排式电牵引牵引功率:2×60KW 牵引速度:0-13.8m/min

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

煤矿综采工作面供电设计

附件2: ***矿综采工作面供电设计 (一)综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区,平均煤层厚度5m,工作面长度225m,走向长度为2000m,平均倾角3-5度,采用一次采全高采煤工艺,可采最高煤层厚度5.5m,工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KV供电,由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电,西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面***110KV站815、816号盘,变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关,保护选用上海山源ZBT——11综合保护,盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 (二)设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的SL500型采煤机,其额定功率1815KW,其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3300V;两台牵引电机功率为90KW,额定电压为460V;调高泵电机电压1000V,功率35KW,破碎机功率100KW,额定电压为3300V。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ1000-Z×700型输送机,机头及机尾都采用额定功率为350/700KW的双速电机,额定电压为3300V。 2、顺槽设备

1)破碎机:采用山西煤机厂制造PCM-315型破碎机,其额定功率315KW,额定电压1140V。 2)转载机:采用山西煤机厂制造SZZ1200/315型转载机。其额定功率315KW,额定电压1140V。 3)顺槽带式输送机:采用**集团机电总厂生产的SSJ-140/250/3*400型输送机(1部),驱动电机额定功率3×400 KW,循环油泵电机额定功率3×18.5KW,冷却风扇电机额定功率3×5.5KV,抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为1140V,自动涨紧油泵电机额定功率12KW,卷带电机额定功率15KW,电压1140V。皮带机采用CST启动方式。 4)乳化液泵站:三泵二箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW400/31.5型液泵,其额定功率250KW,额定电压1140V。 5)喷雾泵:采用无锡威顺生产的BPW516/13.2型(2台),其额定功率132KW,额定电压1140V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-18.5慢速绞车两部,用于移动列车牵引。绞车电机功率18.5KW,额定电压等级1140V;顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台,型号RCDC-25S,电机功率30KW,额定电压1140V;皮带顺槽巷采用2台15KW 排污泵临时排水,额定电压1140V;其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 (三)工作面移动变电站及配电点位置的确定

8203对拉采煤工作面设计说明书

8203对拉采煤工作面设 计说明书 第一章工作面概况及危险源分析 第一节工作面概况 一、采面概况 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段,东部以8203E工作面风巷为界,西以8201E工作面风巷为界,南部+230东翼回风巷为界,北部为井田边界。工作面底板标高为+175m,最低标高为+160m,工作面走向长245m,倾向长平均840m,可采面积为205800m2。 该工作面对应地面位置为:羊儿坡、半边街,地表为丘陵地带,无大型建筑物,地面标高在+450-530m之间。 二、煤层赋存情况 煤层走向75-85°之间,倾向345-355°之间,倾角4-6°之间,平均倾角5°。该煤层为复杂结构,以双层结构为主,由2-4个分煤层组成,纯煤厚度0.3-0.67m,由1-3层夹矸组成,夹矸厚度0.04-0.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析,工作面煤层最大厚度为0.6m,最小厚度为0.3m,平均厚度为 0.45m,煤层厚度基本稳定。 三、地质构造 该工作面地质构造为单斜构造,从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现,因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层;只是局部煤层有变薄的现象。 四、顶底板岩性 顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.03—0.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接

触,间有微冲刷接触的。 底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主,间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。 五、水文条件 本矿区位于犍乐煤田东翼,地层产状平缓,出露地层为:上三叠纪须家河组顶部,中下侏罗系沙溪庙组,岩层为碎屑岩类,含水性弱,区类气候温暖潮湿,常年降雨量1668mm,地貌属低山丘陵,矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等,井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层,其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E 风巷时,未见顶板有淋水,估计在开采过程中不会受影响。 根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析,预计在开采过程中不会受断层水的影响;该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水,水量小,对开采影响小。 六、瓦斯 根据2010年瓦斯鉴定情况,矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t,绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t,绝对涌出量为1.936m3/min,属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板,因此采用统计法进行预测:该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min,绝对涌出量为0.40 m3/min;同时,该工作面为W型通风,上隅角容易瓦斯超限,通风部门要加强通风管理。 七、地表情况 该工作面地面为荒坡,周围无建筑物和其他设施,不会造成其他影响。 第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定 一、危险源分析 1、顶板 根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析,该采面区域地质构造简单,在局部地段可能会有小的褶区,但对巷道施工及回采无大的影响。 在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时,要加强工作面及回风巷的瓦斯检查,预防瓦斯大量涌出,工作面的液压支柱要加固加牢,对压力增大地点要加密支护,

综采工作面动态达标精细化管理工作标准

综采工作面动态达标精细化管理工作标准 综采工作面安全质量标准化标准,做到标准精细、执行严格: 一、采煤机 1、检查采煤机操作手把位置,动作灵活性。各部螺栓、截齿要齐全,牢固可靠。各处油位是否合格,油脂颜色有无变化,各润滑部位是否正常。冷却水系统和喷雾灭尘系统是否畅通,水压是否合乎规定压力。检查电气系统有无故障,电缆及电缆夹有无损伤,闭锁输送机的按钮是否可靠,操作手把、按钮、旋钮操作灵活、可靠、无缺损。各接合面密封严密,无漏油。 2、检查低压表是否正常,当压力小于规定值时应停机调整。如超过规定值时,必须更换过滤器。开机进行空运转,检查有无异常声响。 3、每班清理采煤机机身上盖板卫生、螺丝紧固,每班检查前后齿轨轮及滑靴有无异常、滚筒离合器性能可靠。机组对口、地脚等主要螺纹紧固件无失效。 4、电控箱端头站机载瓦斯断电装置性能可靠,电控系统保护齐全,各项运行参数显示正常。 5、启动电动机,同时供给冷却水及喷雾。调整滚筒高度,选择适当的牵引速度开始割煤开机后随时注意采煤机运行情况,控制采高,观察机器的运转情况、温度及声音。 6、割煤完成后,空转采煤机5分钟,停止采煤机,关闭电源,停供冷却水及喷雾。 二、液压支架 1、每班必须检查各支架、管路、U型销、立柱、推移千斤、提架千斤、前梁千斤,护帮千斤、侧护千斤、调架千斤,操作阀有无串漏,损坏短缺,如有及时更换补齐。 2、检查矿压表,线,架前电缆,照明灯管线,架前喷雾及各部连接销有无短缺损坏。 3、初撑力达不到及时初撑,初撑后还达不到必须查清原因并汇报检修班处理。

4、操作支架时必须检查相邻三架无人员,顶板完好,无咬挤现象,推溜时不得确死弯,分两次推进,距机组10~15米,确认后方可操作。 5、检修时必须停液泵或者关掉架前截止阀。 三、泵站工 1、每班必须检查串车各开关、按钮、保护、照明综保喊话主机是否完好,灵敏可靠,主付接地极完好。 2、检查瓦斯浓度、顶板、电缆、液管、吊挂整齐无挤压。 3、检查移变前后绞车开关按钮完好灵敏可靠,钢丝绳、绳套完好无咬绳,开关上架。 4、检查每台液泵、加压泵、油位、压力、乳化液浓度,电机风叶、温度、管理有无漏液损坏、U型销是否短缺,确认后方可开工。 5、开泵后先看压力是否达标,各传动部位声音是否正常,如压力不够,声音不正常及时停泵检查出来并汇报。 6、检查处理时必须开关打到零位并挂牌,清点工具箱工具,备品是否齐全,移变开关,串车卫生是否干净,如有及时清理汇报。 四、刮板输送机、转载机 1、每班检查前先切断电源,闭锁后进行下列检查:检查传动装置,机头部及各部螺栓、垫圈、压板、油堵护罩是否齐全完整、紧固,检查刮板、E型螺栓、锯齿环及连接装置零件刮板无短缺、无严重变形,否则及时更换。 2、每班检查电机、减速机对轮、梅花垫是否完整,松紧适度,舌板及拔链器是否完好等。机头架、机尾架、过渡槽、中部槽无严重变形,所有焊接部位无开焊,紧链装置性能可靠,链轮轴组件性能良好,无漏油、跳牙现象。 3、每班检查各部螺栓要齐全,牢固可靠。各处油位是否合格,油脂颜色有无变化,各润滑部位是否正常。冷却水系统和喷雾灭尘系统是否畅通,水压是否合乎规定压力。检查电气系统有无故障,电缆及电缆夹有无损伤,闭锁输送机的按钮是否可靠,操作手把、按钮、旋钮操作灵活、可靠、无缺损。各接合面密封严密,无漏油。 4、破碎机每班检查破碎机锤头耐磨层磨损量有无大于50%或脱

煤矿综采工作面支护技术问题及完善【最新版】

煤矿综采工作面支护技术问题及完善 摘要:随着各行各业的快速发展,对煤矿资源的需求量不断增多,为了保证各行各业生产过程顺利进行,煤矿企业需要不断加大采矿工作面。采矿安全问题受到人们的广泛关注,为了保证采矿工作安全,顺利进行需要对支护工作产生足够重视,本文对煤矿综采工作面支护技术问题进行分析,之后提出相应的完善对策,以期为采矿工作提供参考。 关键词:煤矿;综采工作面;支护技术;问题;分析 1煤矿综采工作面支护技术问题分析 通过实际调查发现当前煤矿综采工作面支护工作在支架选择、超前支护以及特殊工作面顶板管理技术等方面存在一定问题,下面对上述问题进行分别说明。 (1)支架选择。支架选择的合理与否对煤矿开采工作能否安全进行有着至关重要的影响,但是当前部分煤矿企业对支护工作的认识程度不够,在选择支架时未对其种类、型号以及工作阻力等进行充分考虑,选择过程存在较大的盲目性,致使支架同实际要求存在不相符的情况,安全性和稳定性明显降低,导致支护工作无法取得预期效果,在开采过程中出现坍塌的几率增加,对工作人员的生命安全造成严重

威胁,且开采工作效率较低。 (2)超前支护。合理的超前支护可以将动压力对巷道产生的不利影响降至最低,能够在事前制定相应的预控对策,为煤矿综采工作顺利开展提供更多有利条件。但是当前部分煤矿企业在超前支护施工时未对综采工作面进行全面的分析研究,致使超前支护措施同实际要求存在一定的偏差,不能更好地对巷道进行保护,对综采工作面实际开采过程产生一定影响,开采过程受阻。 (3)特殊工作面顶板。在实际开采过程中工作人员需要根据顶板的条件采取相应的措施对其稳定性进行提升,减少坍塌事件出现的几率,保证开采过程顺利进行。但是当前部分煤矿企业对特殊工作面顶板管理工作未产生足够的重视,并且未对综采工作面进行细致分析,导致顶板管理和支护措施存在一定问题,顶板稳定性无法得到保证,开采过程中出现安全事件的可能性增加。 2煤矿综采工作面支护技术问题解决措施分析 2.1 支架选择问题的解决措施 (1)支架种类选择。液压支架在煤矿综采工作面开采过程中应用较多,液压支架又分为支撑式,掩护式以及支撑掩护式三种形式,为此在实际工作过程中需要对支架的种类进行确定。在选择支架前工作

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。

煤矿综采工作面供电设计

煤矿综采工作面供电设计

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附件2: ***矿综采工作面供电设计 (一)综采工作面主要条件 该工作面属于3#煤层一盘区,平均煤层厚度5m,工作面长度225m,走向长度为2000m,平均倾角3-5度,采用一次采全高采煤工艺,可采最高煤层厚度5.5m,工作面采用三进两回布置方式。 矿井井下高压采用10KV供电,由西翼盘区变电所负责向该综采工作面供电,西翼盘区变电所双回10KV电源来自地面***110KV站815、816号盘,变电所高压设备采用BGp9L-10型高压隔爆开关,保护选用上海山源ZBT——11综合保护,盘区变电所距综采工作面皮带机头200m。 (二)设备选用 1、工作面设备 采煤机选用德国艾柯夫公司生产的SL500型采煤机,其额定功率1815KW,其中两台截割主电动机功率为750KW,额定电压为3300V;两台牵引电机功率为90KW,额定电压为460V;调高泵电机电压1000V,功率35KW,破碎机功率100KW,额定电压为3300V。两台主电动机同时起动。 工作面刮板输送机采用山西煤机厂制造的SGZ1000-Z×700型输送机,机头及机尾都采用额定功率为350/700KW的双速电机,额定电压为3300V。 2、顺槽设备

1)破碎机:采用山西煤机厂制造PCM-315型破碎机,其额定功率315KW,额定电压1140V。 2)转载机:采用山西煤机厂制造SZZ1200/315型转载机。其额定功率315KW,额定电压1140V。 3)顺槽带式输送机:采用**集团机电总厂生产的SSJ-140/250/3*400型输送机(1部),驱动电机额定功率3×400 KW,循环油泵电机额定功率3×18.5KW,冷却风扇电机额定功率3×5.5KV,抱闸油泵电机额定功率2×4KW,额定电压均为1140V,自动涨紧油泵电机额定功率12KW,卷带电机额定功率15KW,电压1140V。皮带机采用CST启动方式。 4)乳化液泵站:三泵二箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW400/31.5型液泵,其额定功率250KW,额定电压1140V。 5)喷雾泵:采用无锡威顺生产的BPW516/13.2型(2台),其额定功率132KW,额定电压1140V。 3、其它设备 移动列车处安装JH2-18.5慢速绞车两部,用于移动列车牵引。绞车电机功率18.5KW,额定电压等级1140V;顺槽皮带机机头安装电磁除铁器一台,型号RCDC-25S,电机功率30KW,额定电压1140V;皮带顺槽巷采用2台15KW 排污泵临时排水,额定电压1140V;其余巷道排水设备及水仓处固定离心泵就近接取电源或另设移动变电站供电。 (三)工作面移动变电站及配电点位置的确定

综采工作面超前支护单体柱防倒安全技术措施

综采工作面超前支护单体柱防倒安全技术措施 综采工作面打设超前支护要加强段顶板管理及通风畅通的同时,要加设有防止单体柱倾倒安全设施,为了防止单体柱倾倒伤人特制定如下安全技术措施。 一、工作面超前支护顶板管理: 1、从工作面切眼煤壁开始,逐架进行更换木梁,使用十字梁和米梁相互连接,梁端各架设一根单体液压支柱(2.5m、2.8m)为腿,距采帮1.0m处再架设一排单体支护π型钢梁,棚距0.8m。 2、机尾端头支护,距保险帮0.3m处和距133#支架0.3m,分别顺巷进行支设一根π型梁维护顶板,即“一梁四柱”柱距0.8m。当保险帮与133#支架间距大于1.2m时,再增设一排π型梁进行支护,排距0.6m。 3、更换木梁时,采用卸液钩将单体液压支柱缓慢卸液后,利用人工将木梁抬至安全区域内,并且码放整齐。 4、待取下木梁后,利用人工配合将其π型钢梁抬至单体液压支柱上方,然后利用送液枪将其单体液压支柱升紧、升牢。 5、所有单体必须穿柱鞋打在实底上,柱鞋规格600mm×200mm×150mm,防止单体液压支柱出现钻底现象,单体液压支柱初撑力必须达到80KN以上。 6、防倒链连接时,采用1.2m长小铁链两端用直径6mm的铁丝弯成S形钩,一端在单体液压支柱的手把或单体液压支柱的

活柱上缠绕三圈勾住小链,另一端勾住顶板完整的金属网,并且每根防倒链要勾紧、勾牢,两侧单体液压支柱防倒链方向一致指向煤帮,中间单体液压支柱防倒链一致指向下帮。 二、回收π型钢梁管理: 1、随工作面逐渐推进,距1#端头支架600mm处开始进行回收π型钢梁。 2、回收π型钢梁时,利用卸液钩将单体液压支柱缓慢卸液后,利用人工将π型钢梁缓慢抬至安全区域内,并且码放整齐。 3、将回收的π型钢梁和单体液压支柱,缓慢搬运到超前维护外,由检修班负责,逐架进行架设,依次类推。 三、其它安全技术措施: 1、作业时,严格执行敲帮问顶制度,以防顶板掉渣伤人。 2、作业时,作业人员要检查作业地点的瓦斯,顶板安全情况,如有隐患必须先处理后再进行作业。 3、所有单体必须用防倒链进行连接、拴牢,以防倒柱伤人。 4、作业及回收时,至少五人协调作业,二人抬π型梁放至单体液压支柱上方,二人同时进行升降两帮单体液压支柱,一人观察顶板及煤帮情况。 5、π型梁维护时,进行抬π型梁人员严禁将手、头伸到π型梁上方,防止升降单体液压支柱时出现夹手、夹头事故。 π型梁支护时,利用12#铁丝将π型梁两端绑在顶板完整的铁丝网上,至少缠绕两圈,将其紧固,防止单体液压支柱卸载时,

10102综采工作面供电设计说明书

山西吕梁离石金晖荣泰煤业有限公司10102综采工作面供电设计说明书 设计:孟庆保 2011-6-21

10102综采工作面供电设计 (一)综采工作面主要条件 该工作面属于10#煤层一采区,平均煤层厚度3.3m,工作面长度180m,走向长度为1170m,平均倾角3-5度,采用一次采全高采煤工艺,可采最高煤层厚度3.5m。 矿井井下高压采用10KV供电,由采区变电所负责向该综采工作面供电。变电所高压设备采用PBG23-630/10Y型高压隔爆开关,保护选用常州市武进矿用设备厂GZB-ARM-911系列智能型高压数字式综合继电保护装置,采区变电所距综采工作面皮带机头200m。 (二)设备选用 1、工作面设备 采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG300/730-WD型采煤机,其额定功率730KW,其中两台截割主电动机

功率为300KW,额定电压为1140V;两台牵引电机功率为55KW,额定电压为380V;调高泵电机电压1140V,功率20KW。 工作面刮板输送机中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SGZ764/630型输送机,机头及机尾都采用额定功率为160/315KW的双速电机,额定电压为1140V。 2、顺槽设备 1)破碎机:采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的PCM-110型破碎机,其额定功率110KW,额定电压1140V。 2)转载机:采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SZZ764/160型转载机。其额定功率160KW,额定电压1140V。 3)顺槽带式输送机:采用兖州市华泰机械公司制造的DSJ100/63/2*110型输送机(1部),驱动电机额定功率2×110 KW, 4)乳化液泵站:两泵一箱,乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/31.5型液泵,其额定功率125KW,额定电压1140V。 5)喷雾泵:采用无锡威顺生产的BPW315/6.3型(2台),其额定功率45KW,额定电压1140V。 3、其它设备 (三)工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为10kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置,采用1140V电压等级供电,照明及保护控制电压采用127V。在临时变电所处设置移动变电站,为顺槽皮带机供电;在顺槽

综采工作面矿压分析总结

矿压分析总结 一、工作面位置 1-101综采工作面位于一采区皮带巷右翼,1-1011巷沿矿井边界布置,1-1012巷沿一采区轨道巷下山方向布置,切割巷靠边界与许北煤矿相邻。该工作面地面东南有许村村庄,地面有一座废弃洗煤厂,有零星的房屋建筑,其余为山脊沟谷及农用耕地。地面标高+580m—+630m,工作面煤层底板标高为+470m—+534m,盖山厚度为 163.0~245m。 二、工作面情况 该工作面正巷长为1372m,副巷长为780m,切巷220m,回采煤层为1#煤层,1#煤层位于山西组中上部,煤层发育稳定,厚度一般为1.5-1.7m,平均1.6m。顶板为伪顶、直接顶、老顶;伪顶为泥岩(0.5m);直接顶为细砂岩(4m),老顶为砂纸泥岩(5m).底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩多。1#煤层与2#煤层层间距为10m—14m,不稳定。根据掘进过程中揭露情况,工作面大约共计16个断层,其中1-3m断层14个,倾角25°-65°;4m断层1个,倾角55°;15m 断层一个,倾角70°。 三、液压支架参数 根据工作面顶底板岩性、底板比压、煤层厚度及有关生产资料,工作面支护选用ZY3300/11/26A掩护式液压支架,其特征见下表:支架型号ZY3300/11/26A型

支撑高度1100-2600mm 支架宽度 1430-1600 支架初撑力1308KN 支架工作阻力1650KN 支护强度0.50-0.61(f=0.2)Mpa 所需泵站压力31.5Mpa 支架中心距1500mm 顶梁长度3050mm 端面距340mm 移架步距600mm 四、分析处理 截止7月15日8点班1-101工作面共推进323m(正巷推进至 37#点前17m,副巷推进至16#点前91.5m)。 初次来压规律 综采工作面推进了6m时,工作面45#—73#架顶板开始垮落,落 顶厚度在2m左右。顶板压力较大,顶板帽落的矸石较多。六号、七 号、八号、九号、十号矿压监测分站压力增大。其中70#支架压力最 大(达到38Map),其它支架压力以此处为中心向四周递减。 综采工作面推进了12.6m时,顶板全部垮落。最大压力在39兆 帕。 工作面初采期间矿压观测统计表 从切眼起推进距(m) 压力显现描述工作阻力(Mpa)来压性质分析 11月10日开始回采,工作面有三个断层6m(11月19月)45—73#架后面开始垮落30-38 直接顶垮落 12.6m(11月26月)老山老顶全部垮落25-33 断层带影响 15m(11月27月)支架工作阻力开始升高30-38 老顶初次来压 11月29日8点班支架压力回落20-30 老顶初次来压完成 1、工作面初采期间,来压时支架工作阻力明显增加,来压强度 大,工作面现场来压显现明显;随工作面向前推进,来压强度减小,

综采工作面支护设计最终

-综采工作面支护设计(最终)

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第一节 巷道布置和工作面基本参数 一、巷道布置 本工作面正、付巷沿煤层走向方向布置,正巷长度为1228m ,付巷 长度为1168m ,切巷长度为240m 。 附图一:巷道布置图 二、巷道支护形式和断面特征: 第二节 支架设计选型计算 一、液压支架选型原则 1、支护强度应与工作面矿压相适应。支架的初撑力和工作阻力 要适应直接顶和基本顶岩层移动产生的压力,将空顶区的顶底板移近量控制到最小程度。 2、支架结构应与煤层赋存条件相适应。 3、支护断面应与通风要求相适应,保证有足够的风量通过,而 且风速不得超过《煤矿安全规程》的有关规定。 4、液压支架应与采煤机、刮板输送机等设备相匹配。支架的宽巷道名称 断面 形状 净宽 (mm) 净高 (m m) 毛宽 (mm ) 毛高 (mm) 支护形式 11-1051巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-1052巷 矩形 44 300 锚网梁、锚索、架棚 11-105切巷 矩形 65 300 锚网梁、锚索

度应与刮板输送机中部槽长度相一致,推移千斤顶的行程应较采煤机截深大100-200mm,支架沿工作面的移架速度应能跟上采煤机的工作牵引速,移架速度还应满足生产指标的要求,支架的梁端距应为340mm左右。 二、液压支架选型依据及内容 1、选型依据:支架选型前必须将工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全面查清、探明,编出综采采区、综采工作面地质说明书。 2、选型内容:选择支架时,要确定下述内容:支架类型,如支撑掩护式或掩护式;立柱根数;支护阻力,包括初撑力、额定工作阻力;支架结构高度,包括最大和最小高度;顶梁和底座的结构形式、尺寸及其相对位置;对防滑、防倒、防片帮、调架、移架、端面维护等装置的要求;操作方式、阀组性能等。 三、基本支架初步设计 1、基本支架主要技术参数的确定 ⑴支护强度(工作阻力) 从理论上分析,合理的支护强度应正好与顶板压力相平衡。支护强度过大,不仅增加支架重量和设备投资,而且给搬运、安装带来困难;过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落,使顶板破碎,造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计算,目前主要以经验法或实测数据,来确定支架的支护强度。 ①采用经验公式计算支架的支护强度:

8113综采工作面两巷超前支护补充措施

水城矿业(集团)有限责任公司 老鹰山煤矿 安 全 技 术 措 施 矿别:老鹰山煤矿 措施名称:8113综采工作面两巷超前支护补充措施 施工单位:综采工区 负责人:王良勇 编制人:叶世波 编制时间:2012年07月16日

8113综采工作面两巷超前支护补充措施 8113综采工作面两巷支护强度不够,经矿领导及有关业务部门决定,对两巷加强支护,为确保施工质量及安全,特拟本措施。 1、回风巷超前支护:自工作面煤壁往外20m采用2.5m单体支柱配半圆木在U支梁子中间打点柱的形式进行支护,柱距为1m;自工作面煤壁往外10m采取在回风巷下帮打一排戗柱,柱距为1m,中间点柱与戗柱互相错开500mm。 2、运输巷超前支护:自工作面煤壁至第一架U支段采用扶两对花边工字钢进行支护,保证一梁三柱且迈步前移;第一架U支至超前溜子机头采用2.5m单体支柱配半圆木在U支梁子中间打点柱的形式进行支护,柱距为0.6m。 3、运输巷落山角每次回撤后增打两个木垛,以加强下出口支护强度,落山角回柱时,够一个木垛位置及时打上,以防回柱后顶板下沉。 4、两巷超前打设单体要保证成直线,柱距偏差不大于±100mm,在顶板变化处允许增加单体支柱。 5、超前支护支设单体时要进行穿鞋,铁鞋铁钩必须挂单体的手柄上,且随单体一起回出。 6、两巷超前支护按要规定支设完后必须拴好防倒绳,以防单体失效伤人。 7、所有打设单体要保证初撑力,防止顶板下沉,每班要对超前

单体进行观测,及时对卸载、漏液单体进行补液或更换。 8、作业时,加强管理,严禁碰坏、砸坏巷道两帮的电缆、设备和管路;必要时利用废旧皮带对缆线、设备和管理进行保护,待作业完成时按照标化要求对管路、缆线重新吊挂。 9、作业期间,严禁其他无关人员通过,必须在作业前后10m范围设置警戒。 10、作业人员要加强自保互保意识,搬运支护用品要注意好手脚;作业时,随时“敲帮问顶”发现隐患必须及时处理后,才能正常作业。 11、作业前,瓦检员必须量取巷道顶部和帮部瓦斯浓度,严禁瓦斯浓度超限作业。 12、施工期间,必须坚持“敲帮问顶”制度。每次施工前必须先行进行敲帮问顶,找掉浮石活矸才能施工。必须配备长把敲帮问顶工具,并由当班班组长负责执行。 编制单位:综采工区 编制人:叶世波 编制时间:2012年7月16日

一份综采工作面供电设计说明书

842综采工作面供电设计说明书 一、工作面概述 842综采工作面是西四采区8层煤的一个综采工作面,总安装长度635米,其中切眼长145米,机巷长400米,溜斜长90米。工作面支护选用ZY3800/13/28型综采支架,采煤机选用MWG-300/700WD型,工作面车选用SGZ-764/2×315型。机巷安装SDJ-150P型皮带机一台、溜斜安装SGB-80T 型刮板机一台、转载机使用SZZ-764/160 型以及WRB-400/31.5型乳化泵站、通讯控制采用KTC-2 型。移变、乳化泵站、工作面设备控制开关设备集中安设在联巷设备硐室,这样可便于检修和管理,供电电源来自西四上部变电所。 二、移变容量计算 1、设备负荷统计 根据设备选型,负荷统计结果如下: 本系统供电设备额定功率之和为: ∑P=700+160+250+110+2×315+2×75+2×55+2×55=2220KW 2、移变容量计算与选择 采区供电一般采用需用系数法,因自移支架且设备按一定顺序起动,故需

用系数为: 589.02220 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 查表综采面加权平均功率因数cos Ψdj 取0.7。 因此移变容量计算为: KVA P K S dj e X B 97.18677 .02220589.0cos =?=ψ∑?= 2、移变选择: 根据以上计算,选用两台移变负责该面供电,1140V 系统采用一台KSGZY-800/6型矿用移动变电站分别对转载机、破碎机、机巷刮板机、机巷皮带、溜斜刮板机进行供电。3300V 系统采用一台KSGZY-1600/6型矿用移动变电站对工作面输送机、乳化泵、采煤机进行供电。 容量验算如下: 1#移变KSGZY-800/6型(6/1.14KV): 设备总功率:∑Pe=640KW 查表K X 取0.5,cosP dj 取0.7 故移变容量计算为:KVA P K S dj e X B 14.4577 .0640 5.0cos =?=ψ∑?= 因S B 457.14KV A <Se=800KV A ,该移变选择符合要求。 2#移变KSGZY-1600/6型(6/3.3KV): 需用系数:666.01580 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 设备总功率:∑P =700+250+2×315=1580KW 故移变容量为 KVA P K S dj e X B 86.15027 .01580 666.0cos =?=ψ∑?=

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