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工作面残采安全技术措施.docx

上传人:一米阳光 文档编号:79332 上传时间:2022-01-29 格式:DOCX 页数:2 大小:19.89KB
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1、工作面残采安全技术措施工作面残采安全技术措施一、工作面概况一、工作面概况 1 1、工作面概况、工作面概况 2172(残采)工作面位于老系统人行下山西翼+1546 水平,工作面参数如下:工作面名称2172 残采工作面走向长(m)150倾向长(m)30煤层平均倾角(度)20煤层平均厚度(m)2.5容重(t/m3)1.4含煤面积(m2)4500工业储量(万吨)1.575可采储量(万吨)1.496回采率()95服务年限(月)3.472 2、煤层顶底板条件、煤层顶底板条件煤层伪顶为泥岩,直接顶是粉砂质泥岩,老顶是粉砂岩,岩石坚硬系数 f=3-6。煤层底板是泥质粉砂岩。工作面地层综合柱状图:3 3、地质构

2、造、地质构造从该工作面 2172 机巷、切眼揭露的地质情况来分析,2172 机巷掘进 150m 揭露了 F3 断层,2172 切眼上山掘进 30m 后也揭露了 F3 断层,而该工作面西以 F3 断层为界东至 2172 开门处,因此工作面地质条件简单,对回采无太大影响。4 4、水文地质、水文地质该工作面无河流,无含水层,但因靠近 F3 断层,会出现断层水,所以本面必须注重加强防治水工作的管理。二、采煤方法二、采煤方法1 1、巷道布置、巷道布置根据煤层地质条件和 2172 工作面周边情况,决定采用短壁后退式采煤法,一次采全高,全部垮落法管理顶板。因工作面地质条件及回采煤量较少的限制,采用局扇供风进

3、行回采,机巷采用工钢支护,切眼采用液压支柱配型梁支护。(附巷道布置图)2 2、采煤工艺、采煤工艺工艺流程:交接班检查(瓦斯、安全)打眼(瓦斯检查)装药连线(瓦斯检查)爆破落煤(瓦斯检查)敲帮问顶人工装煤刮板输送机运煤移柱移梁支护、放顶工作面刮板输送机推移下一循环。采高及循环进度:根据煤层赋存情况和支护方式,本工作面一次采全高,采高为 2.5m,循环进度为 1.6m。3 3、落煤、装煤、运煤、落煤、装煤、运煤本工作面采用电煤钻打眼,爆破落煤,人工扒煤到刮板机内通过 2172 机巷、切眼至 1546 车场装入1T 矿车,0.3m 绞车提升至副平硐,再到地面煤仓。4 4、工作面正规循、工作面正规循环

4、生产能力计算:环生产能力计算:根据:Q循=LL循mrc=301.62.51.40.95=159.6(t)式中L工作面倾斜长 30m;L循循环进度 1.6m;m平均采高 2.5m;r容重 1.4t/m3;c工作面回采率 95%。月产量:Q月=Q循NK=159.6300.9=4309(t)式中:N:月平均工作天数,取 30天;K:正规循环率,取 90%。5 5、爆破、爆破根据煤层的结构特点决定采用双排眼方式布置炮眼。炮眼布置图如下:爆破说明书:炮眼名称炮眼个数(个)炮眼深度(m)孔装药量孔装泥量 循环耗量一次起爆炸药雷管(发)封泥长(m)水泡泥(个)炸药雷管(发)水泡泥(个)长度(m)眼数(个)药

5、量(kg)(筒)(kg)(筒)(kg)顶眼150.9 10.210.6 115315151051底眼300.9 10.210.6 1306303010102合计451.8 20.421.2 2459454520153三、顶板管理三、顶板管理 1、支护设计本工作面基本支护采用 2.2m型梁配DW2.5/100 单体液压支柱,柱距 600,排距 800, 采取错梁并列式走向棚布置,二梁五柱支护顶板。(附 2172 工作面采场支护图)2、工作面端头支护及控顶方式工作面下出口采用单体配 2.8m型梁支护,一梁三柱,“四对八梁”交替迈步前进。每一组型梁之间距离不得超过 100mm。控顶方式采取三四控顶,

6、见四回一,工作面最大控顶距 3m,最小控顶距 3m,放顶步距 0.8m,全部垮落法管理顶板。四、生产系四、生产系统统1、一通三防与安全监控工作面风量计算:按瓦斯涌出量计算:Q采采100q沼K10031.5=450 (m3/min)式中: Q采采:采煤工作面所需风量(m3/min);q沼:采煤工作面沼气平均绝对涌出量为3m3/min;K:沼气涌出不均衡系数取1.5。按工作面气候条件计算:Q采采60VSK=600.67.51.1297(m3/min)式中:Q采采: 采煤工作面所需风量(m3/min);V: 工作面风速,取 0.6m/s;S: 采煤工作面的断面积,7.5 ;K: 工作面备用系数取 1.1。按炸药消耗量计算:Q采采=25A=253=75(m3 3/min)式中:A:一次放炮的最多炸药消耗量为 3kg。按最多下井工作人数计算:Q采采=4N=410=40(m3 3/min)式中:N:每小班最多出勤人数取 10 人。

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