太原理工學生北岩煤礦實習報告
第一章 井田概況
第一節、交通位置
山西蘭花集團北岩煤礦有限公司位於晉城市北西約4km處,北距長治市80km,現已有鐵路專用線經晉煤集團古書院礦直達晉城北火車站。井田緊鄰市區,市區東麵有晉長高速、晉焦高速;南麵有晉濟高速、晉陽高速;晉韓公路縱穿、陵沁公路橫穿井田,均與高速公路連接,交通十分便利。
第二節、自然地理
一、地形地貌
井田位於太行山南段西側,區內以盆地、丘陵為主,也有少量山地,其中白馬寺山最高,海拔1065m。本井田位於白馬寺山的東部,除北部與南部部分出露基岩外,區內大麵積黃土覆蓋,地形平緩,因常年雪雨衝刷,南北山坡沿山坡方向均形成深度不大的衝溝。
二、水文
井田內及其附近的河流主要為小會河、南河、東河與上下小口河,河流流向均由北向南,屬黃河流域沁河水係,為季節性河流,在晉城市西部附近彙集成許河,許河在河西村南彙入丹河,丹河流向東南,穿越太行山,在河南沁陽彙入沁河,後彙入黃河。
三、氣象
本區屬大陸性溫帶氣候,冬季寒冷幹燥,夏季暖濕多雨,春秋二季多風少雨,年降水量為437~1010mm,年蒸發量為1424.20~1825.50mm,雨季多集中在7~9月,占全年降水量的70%。7~8月份氣溫高,最高氣溫為36℃,12月至次年2月最冷,最低氣溫可達-23℃,最大凍土深度為0.45m,霜凍期從10月末至次年4月初。風向春、冬多為西北風,夏季多為東南和南風,最大風力為6~7級,平均3~4級。
四、地震
據晉城市及高平縣誌記載,自1146年至1965年先後發生過15次地震,一般為輕震和微震,其中破壞性地震2~3次,破壞範圍僅局限於高平、晉城市周圍,震源不清,其強度一般為3~4級,最大為7級。根據《中國地震動峰值加速度區劃圖》(GB18306-2001圖A1),本區抗震設防烈度為6度。
第三節、礦井現狀
該礦現采井田範圍內的9號煤層,設計生產能力0.60Mt/a,采用斜井盤區式開拓方式、傾斜長壁一次采全高普采的采煤方法,采用金屬單體液壓支柱配合金屬鉸接頂梁支護頂板、全部垮落法管理頂板。
該礦現有3個井筒,均為斜井。主斜井裝備雙鉤8t箕鬥,主要用於提煤、進風,為礦井的安全出口;副斜井裝備單鉤串車和架空乘人裝置,敷設台階,用於升降人員、進風和運送材料,為礦井的安全出口;回風斜井為礦井北翼的專用回風井,敷設台階扶手,為礦井的安全出口。現地麵的主、副斜井及回風斜井均為開拓3號煤層的井筒,在開采9號煤層的過程中,該礦又分別在主、副斜井井底和回風斜井底開設了通往9#煤層的暗斜主井、暗斜副井、暗斜風井,分別作為9#煤提升煤炭、提放材料和運送矸石、以及礦井通風等用途。
礦井3號煤層副斜井底部設有主副水倉,主水倉有效容積875m3,副水倉有效容積805m3,9號煤層設有主副水倉,主水倉有效容積805m3,副水倉有效容積525m3。
第二章 礦井生產係統概況
第一節、提升、運輸係統
一、主運輸係統
主斜井作為礦井的主提升井,主斜井淨寬3.24m, 三心拱形斷麵,淨斷麵積7.78m2,傾角18°~21°,斜長321.30m,落底於3號煤層底板岩層中,裝備雙鉤8t箕鬥,擔負全礦井的提煤任務,兼作礦井的進風井。
利用現有的3號煤層井底煤倉擔負3號煤層水平向地麵的煤炭提升中轉任務,3號煤層井底煤倉直徑4.50 m,深度20.00 m。
利用現有的3號煤層至9號煤層暗主斜井擔負9號煤層水平向3號煤層水平的煤炭提升中轉任務,暗主斜井淨寬3.60m, 三心拱形斷麵,淨斷麵積9.70m2,傾角14°,斜長250.00m,落底於9號煤層底板岩層中,裝備帶式輸送機,敷設行人台階,兼作礦井的進風井和安全出口。
利用現有的9號煤層井底煤倉擔負9號煤層水平向3號煤層水平的煤炭提升中轉任務,9號煤層井底煤倉直徑4.00 m,深度25.00 m。
利用現有的9號煤層膠帶大巷擔負9號煤層的煤炭提升任務,9號煤層膠帶大巷淨寬3.20m,淨高2.400m, 矩形斷麵,淨斷麵積7.68m2,鋪設帶式輸送機。
二、輔助提升運輸係統
副斜井作為礦井的輔助提升井,副斜井淨寬3.24m, 三心拱形斷麵,淨斷麵積7.78m2,傾角20°,斜長246.40m,落底於3號煤層,裝備單鉤串車和斜井人車,擔負全礦井的輔助提升和人員升降任務,敷設行人台階,為礦井的進風井和安全出口。
利用現有的3號煤層至9號煤層暗副斜井擔負9號煤層水平向3號煤層水平的輔助提升中轉任務,暗副斜井淨寬3.60m, 三心拱形斷麵,淨斷麵積9.70m2,傾角18°,斜長220.00m,落底於9號煤層,裝備單鉤串車,敷設台階,兼作礦井的進風井和安全出口。
該礦現采井田範圍內的9號煤層,設計生產能力0.60Mt/a,采用斜井盤區式開拓方式、傾斜長壁一次采全高普采的采煤方法,采用金屬單體液壓支柱配合金屬鉸接頂梁支護頂板、全部垮落法管理頂板。
現有3個井筒,均為斜井。主斜井裝備雙鉤8t箕鬥,主要用於提煤、進風;副斜井裝備單鉤串車和架空乘人裝置,敷設台階,用於升降人員、進風和運送材料,為礦井的安全出口;回風斜井為礦井北翼的專用回風井,敷設台階扶手,為礦井的另一安全出口。現地麵的主、副斜井及回風斜井均為開拓3號煤層的井筒,在開采9號煤層的過程中,沿主、副斜井和回風斜井底部又開設了暗斜井,作為提升、通風等用途。
第二節、供電係統
一、礦井供電係統技術特征
北岩煤礦電源雙回路,一回LGJ-95 35kV專用架空線路引自距礦井工業場地約8.5km處的椿樹頭110kV變電站35kV饋出,線路壓降1.67%,另一回LGJ-70 10kV線路已有。兩回電源線路,一回工作,一回熱備用,當任一回路發生故障停止供電時,另一回路應能擔負礦井全部負荷,礦井的兩回電源線路上都不得分接任何負荷。
二、礦井地麵變電所
地麵工業廣場35/6/0.4kV變電所利用已有。地麵35kV變電所采用電壓等級35kV 、6kV、0.4kV,其中6kV、0.4kV母線均為單母線分段。所內布置屋內35kV、6kV高壓配電室和0.4kV低壓配電室,補償電容器室,兩台主電力變壓器考慮到本礦配套選煤廠等負荷選用容量不小於5000 kVA,室外布置,結合本礦實際,礦35kV已有兩台電力變壓器SZ9-2500/35,35/6kV,2500kVA可繼續並聯使用,礦10kV已有兩台電力變壓器SJ-1000/10,10/6kV,1000kVA並聯使用已經不能滿足礦井安全生產要求,需要增加變壓器容量,為繼續利用原有設備,減少投資,可增加一台SZ9-2500/10,10/6kV,2500kVA變壓器和相關設備並聯使用。
工業場地35kV變電所以6kV雙回路向主斜井提升機、風機房、井下3#中央變電所供電,工業場地副井井口房、地麵生產係統、鍋爐房、空氣加熱室、二級泵站、燈房浴室、辦公樓等一、二級負荷由各自配電係統以0.4kV雙回路供電,工業場地其它負荷由0.4kV單回路供電。礦井工業場地變電所至各配電點供電線路采用架空和電纜埋地敷設。
三、地麵配電係統
工業場地35kV變電所向礦井地麵、井下全部負荷供電,其中,主斜井膠帶機、風機房、井下3#中央變電所采用6kV雙回路由工業場地35kV變電所供電。副井井口房、地麵壓風機站、地麵生產係統、鍋爐房、空氣加熱室、二級泵站、燈房浴室、調度樓等一、二級負荷采用0.4kV 雙回路由各自配電係統供電。地麵其餘配電點:井下水處理、機修車間、坑木加工房等采用380V單回路由各自配電係統供電。以架空和電纜輻射方式供電。供電電纜采用直埋或沿電纜溝敷設方式向各配電點供電。其中:高壓電纜選用MVV22-8.7/10型,低壓電纜選用MVV22-1000型全塑內鋼帶鎧裝電力電纜。架空線選用LGJ鋼芯鋁絞線。
四、生產係統配電控製
生產係統采用防水、防塵、隔爆電氣設備。運轉設備采用集中聯鎖與就地解鎖兩種控製方式,聯鎖控製用於正常生產,解鎖控製用於設備檢修及試運轉,生產係統按逆煤流起車,順煤流停車方式起停設備。生產係統信號采用預告-禁起製與局部聯係信號相結合的方式。
五、井下中央變電所
井下9#中央變電所電壓等級6/0.69kV,6kV和0.69kV母線均利用已有接線方式,6kV配電裝置利用礦已有PBGP-6礦用隔爆型高壓真空配電裝置,0.69kV配電裝置利用礦已有KBZ礦用隔爆型低壓饋電開關,兩台變壓器利用已有KBSG2-T-400/6,6/0.69kV,400kVA礦用隔爆型幹式變壓器,負荷率86.4%。負擔井下9#中央變電所附近低壓負荷及照明用電。嚴禁井下配電變壓器中性點直接接地。
六、井下9#八盤區變電所
井下9#八盤區變電所電壓等級6/0.69kV,6kV和0.69kV母線均利用已有接線方式,6kV配電裝置利用礦已有PBGP-6礦用隔爆型高壓真空配電裝置,0.69kV配電裝置利用礦已有KBZ礦用隔爆型低壓饋電開關,變壓器利用已有。負擔井下工作麵和9#八盤區變電所附近低壓負荷及照明用電。嚴禁井下配電變壓器中性點直接接地。
本礦屬低瓦斯礦井,井下9#八盤區變電所另設KBSG2-T-100/10,KBSG2-400/6,10/0.69kV,400kVA礦用隔爆型幹式變壓器各一台專供局部通風機用電,實現雙風機雙電源自動切換。各掘進麵局部通風機供電采用“三專兩閉鎖”,即雙電源切換、專用開關、專用變壓器、專用線路和風電、瓦斯電閉鎖。采區內固定照明電壓127V由660/127V照明變壓器綜合裝置供給。
七、工作麵供電
在九八0八回采工作麵進風順槽在八盤區運輸巷入口設工作麵移動變電站,向工作麵采煤機、煤溜供電。電源引自八盤區變電所,導線型號為MYPTJE-8.7/6 3X50+3X25/3+3X2.5mm2.回采工作麵移動變電站設KBSGZY-800/6 6/0.69KV 800KVA變壓器一台, 在掘進工作麵入口處設掘進工作麵移動變電站,掘進工作麵移動變電站設KBSGZY-315/6 6/0.69KV 315KVA變壓器一台,然後從各移動變電站分別向工作麵各機動設備供電.
井下所有電氣設備均選用礦用隔爆型設備,40KW及以上的電動機控製設備,采用QBZ、QJZ型真空磁力起動器。
采煤機和掘進機采用MCPJR-0.66/1.14型采煤機屏蔽監視型橡套軟電纜供電;井下照明采用MYQ-0.3/0.5型礦用移動橡套軟電纜供電。
井下供電電壓為:6kV 、660V及127V。
工作麵巷道內設有固定照明裝置,照明燈具利用已有KL4LM(A)-18/27、127V、18W礦用隔爆型節能熒光燈;采煤工作麵采用KBY-62型自移支架隔爆型熒光燈照明。為保證井下安全生產,選用保護齊全的ZXZ8型礦用隔爆照明變壓器綜合保護裝置供給127V照明電源。
第三節、供水、排水係統
一、供水水源
根據生產礦井地質報告:目前本礦家屬區生活用水取自一坑口水源井,能滿足生活用水,礦上生產、生活用水取自東井與西井深層奧灰水,完全能滿足生產、生活用水,水質為HCO3·SO4—Ca·Mg型。
本礦供水水源利用現有深井水源,水量及水質均能滿足礦井需要。
礦井正常排水量184m3/h,最大排水量為424m3/h,水質中性,經淨化處理後可作為井下消防灑水水源,多餘部分可用於地麵消防、灑水降塵及綠化用水,或標準排放。
二、供水係統
供水係統及主要供水構築物
根據水源和用水水質的不同,本設計供水係統分為兩個,即地麵生產、生活供水係統與井下消防灑水、地麵消防供水係統。
(1)、地麵生產、生活供水采用合並的供水係統
本礦地麵生產、生活以三口深井作為供水水源,,水從深井提升至地麵,經輸水管道送至工業場地清水池,在清水池內經二氧化氯消毒後,供工業場地生產、生活用水,並利用現有靜壓水池作調節高峰用水量,靜壓水池V=200m3一座,工業場地室內消防采用常高壓製。
工業場地的給水管網為環狀管網。給水管管材均采用給水鑄鐵管和鍍鋅鋼管,主幹管道DN150,均采用直接埋地敷設,管道埋深為1.0m。
(2)、井下消防灑水、地麵消防供水係統
井下排水處理站,礦井正常排水量184m3/h,最大排水量為424m3/h。礦井3號煤副井底設主副水倉,9號煤設有主副水倉,其中3號煤主副水倉為中央水倉,主水倉有效容積875m3,副水倉有效容積805m3,9號煤主水倉有效容積805m3,副水倉有效容積525m3。井下湧水經水倉沉澱後,水質良好,在井下經消毒處理後輸至地麵作為井下消防灑水及地麵消防用水之水源。井下排水處理能力正常為240m3/d,最大為480m3/d。地麵靜壓清水池V=260m3及V=200m3(新建)各一座。工業場地室外消防由本係統加壓供給。
室外建有給水管管材采用給水鑄鐵管及焊接鋼管、幹管直徑DN=150mm,直接埋地敷設,深度為1.20m。
三、排水
礦井工業場地總排水量為4651m3/d,其中井下排水為4416m3/d,生活汙水為235m3/d,井下排水經井下水處理站沉澱消毒處理後,作為井下生產消防及地麵消防用水水源複用,水質標準符合“煤礦井下消防灑水設計規範”規定,多餘部分可用於地麵場地綠化,道路灑水和儲煤場噴霧降塵或達標排放及農田灌溉。
生活汙水處理站規模為60m3/h,采用地埋式一體化生化處理法工藝,設備一套,設V=200m3調節池一座,內設提升泵二台,一用一備,型號:100QW80-10-4型,Q=85m3/h,H=10m,N=4.0kW。
室外排水管管材采用混凝土管、幹管DN=400mm,埋地敷設,埋深1.0m。
四、消防灑水係統
本礦井機采工作麵建立了完善的防塵供水係統。在工作麵的進、回風順槽均敷設消防灑水供水管路;在工作麵進風順槽與八盤區運輸巷交口的轉載點設置自動灑水滅火裝置,並配有火災報警器;在工作麵運輸巷口及回風巷口設置消火栓;管材采用規格為DN50mm的焊接鋼管,用快速接頭連接;工作麵的運輸巷每隔50m、回風巷每隔100m設一個帶DN25mm三通閥門的給水栓,供衝洗巷道用。
工作麵消防灑水供水管路與井下消防灑水管道係統相接,水源來自地麵靜壓清水池。
五、防塵供水係統
本礦井放頂煤開采工作麵建立了完善的防塵供水係統。在工作麵的運輸巷道、回風巷道均敷設消防灑水供水管路,與井下消防灑水管道係統相接,管材采用規格為DN50mm的焊接鋼管,用快速接頭連接。工作麵運輸巷與采區膠帶大巷交口的轉載點設圓錐型灑水器;工作麵回風巷與采區回風巷交口處設手動水幕;運輸巷每隔50m、回風巷每隔100m設一個DN25mm三通閥門和給水栓,供衝洗巷道用。
井下消防灑水管路采用靜壓供水方式,由地麵靜壓清水池V=260m3供給。
六、工作麵噴霧降塵
(1)、工作麵每間隔五根支柱安裝一套前噴霧裝置,並保持霧化良好。
(2)、工作麵需有噴霧裝置,先打開噴霧再割煤。
(3)、噴霧裝置不齊全,不得割煤。
(4)、工作麵采煤機實行內外噴霧,在工作麵運輸巷內設軒噴霧泵站,噴采用
第四節、通風係統
一、礦井通風係統及通風方式
礦井通風係統為中央分列式通風係統,通風方法為機械抽出式,工作麵為U形通風係統,掘進工作麵采用局扇壓入式通風,八盤區變電所、六盤區炸藥庫硐室均為獨立通風。
二、風井數目、位置、服務範圍及服務時間
礦井進風井筒為主、副斜井。主、副斜井位於礦井的工業場地內。回風斜井位於井田北部夏匠村東側。
主斜井、副斜井、回風斜井服務於整個礦井,服務年限與礦井服務年限相同。
三、礦井達產時瓦斯(CO2)相對、絕對湧出量計算
礦井達產時布置一個走向長壁普采工作麵,日產量約為1800t,一個綜掘工作麵,日進尺約13m,一個普掘工作麵,日進尺約4m。根據該礦瓦斯鑒定結果,瓦斯絕對湧出量為4.05m 3 /min,相對湧出量5.73m 3 /t,屬低瓦斯礦井;二氧化碳絕對湧出量5.42m 3 /min,相對湧出量7.67m 3 /t。CO2湧出量大,但CO2的稀釋濃度為1.5%,經計算比較,取最大值,這裏按瓦斯湧出量計算風量。上述瓦斯資料均為全礦井瓦斯湧出量,本次設計根據該礦上報瓦斯資料九八○四工作麵實際瓦斯湧出量1.54m3/t及九八○二工作麵進風順槽掘進工作麵7.05m3/t計算。
1、回采麵瓦斯絕對湧出量
Q采=(1.54×1800)/(24×60)=1.9(m3/min)
2、綜掘麵瓦斯絕對湧出量
q綜掘=(7.05×13×7.48×1.52)/(24×60)=0.7(m3/min)
3、普掘麵CO2絕對湧出量
q普掘=(7.05×4×7.48×1.52)/(24×60)=0.2(m3/min)
四、風量分配
1、回采工作麵:10m3/s;
2、綜掘工作麵:6m3/s;
3、普掘工作麵:6m3/s;
4、準備工作麵:5m3/s;
5、采區變電所:2m3/s;
6、火藥庫:2m3/s
7、其它地點:11m3/s。
五、通風設施、防止漏風和降低風阻的措施
(一) 礦井通風主要設施
1.主要進、回風巷道之間的聯絡巷中設置雙道雙向風門或風簾,以避免風流短路,並最大可能地減少漏風。
2.沿煤層布置的進、回風巷道,在其立交處設置風橋。
3.在獨立通風硐室的回風巷道中和進、回風巷道盡頭的聯絡巷中,設置調節風門,以控製通風風量。
4.為保證礦井各用風地點,特別是回采,掘進工作麵的風量,礦方應配備技術力量強的通風管理人員,在必要的地點增設必要的輔助通風設施,以確保各用風地點的實際需要風量。
5.在主要風巷中,要建立相應的測風站,以便正確測定各用風地點的風量。
(二) 防止漏風和降低風阻的措施
1.回風斜井風硐、風道等地麵建築需壓密、嚴實,安全出口處必須設置二道雙向包鐵皮的風門,並應經常檢修維護,以防漏風。
2.各進、回風聯絡巷中的風門、風簾、調節風門及風橋等通風設施要經常維護,保持完好,經常檢查風門的關閉情況。
3.盡量減少局部阻力,應盡量采用錨噴支護技術,巷道應盡量平直,盡量避免急轉彎,彎道處盡量采用平緩曲線過渡;主要進、回風巷道中不要長期堆放物料和存放礦車。
第三章 采、掘工藝
第一節、回采工藝
一、采煤方法及工藝流程
回采工作麵采用走向長壁高檔普采的采煤方法,其回采工藝流程如下:
采煤機落煤→裝煤運煤→移溜→支柱→回柱。
1、割煤方式
由於9號煤層平均厚1.39,屬於中厚煤層,割一刀采全高,故選雙向割煤、往返兩刀割煤方式。首先采煤機自下切口沿底上行割煤,隨機掛梁和推移輸送機,並同時鏟裝浮煤、支柱,待采煤機割至上切口後,下行重複同樣工藝過程。見圖所示。
2、進刀方式
進刀方式是采煤機運行與推移輸送機的配合關係,進刀方式如圖5-1-2所示。
進刀方式
在圖 (a)狀態:采煤機上行斜切進刀,進入工作麵煤壁;
由圖 (b)狀態:采煤機進入煤壁後,再沿彎曲段反向下行切割工作麵端頭三角煤,邊推移刮板輸送機,邊讓采煤機割煤,當采煤機滾筒沿底板斜切進入煤壁達到規定截深0.63m時,便停止運行;
從圖 (c)狀態:推移輸送機機頭(或機尾)及彎曲段,切割工作麵端頭三角煤;
至圖 (d)狀態:一邊讓采煤機反向沿底板切割端頭煤體,一邊推移刮板輸送機,並將整個工作麵的刮板輸送機擺成一條直線狀;
至圖 (e)狀態:采煤機進刀完畢,上行正式割煤
這種進刀方式有利於工作麵端頭管理,輸送機保持成一條直線,缺點是比較費時,采煤機要在工作麵端頭20~25m範圍內往複行程割煤、推移刮板輸送機,直至將工作麵的刮板輸送機擺放成一條直線,開出工作麵端頭缺口,並將刮板輸送機機頭推移到位,將工作麵端頭的對對梁中同側的其中一根梁前移,控製缺口揭露頂板,才可開始上行割煤。
3、裝煤運煤
刮板輸送機的輸送能力必須與采煤機的生產能力相匹配,輸送機的輸送能力應大於采煤機的生產能力。
刮板輸送機的結構形式,應與采煤機的液壓支架相配,為配合滾筒采煤機的自開缺口的需要,就應優先選用短機頭和可彎曲刮板輸送機。
4、移溜
采煤機由下而上割煤,隨機掛梁,機後15m左右推移輸送機,並要求彎曲段長度不得少於15米,同時清理浮煤,接著支設單體支柱,直到上切口。推溜時由機頭向機尾或由機尾向機頭方向單一順序進行。禁止由機頭機尾兩端向中間和由中間向兩端移溜。移溜後在機頭機尾各支兩根壓機柱,整部煤溜移過以後要保持平、直、穩。
5、打正式支柱、切頂柱
移溜後要利用工作麵其它備用的液壓柱及時在溜子的一側打上支柱,形成錯梁直線柱的布置形式,相鄰兩梁錯距為0.6m,支柱保持一條直線。柱距0.75米,排距1.2米,柱要迎山有力。同時為了保證回柱時做到先支後回,根據回柱時的各分段,確保切頂柱有足夠的初撐力。在工作麵中間每根切頂柱與每節橫溜相連;在工作麵機頭、機尾每兩對對對梁之間都支設切頂墩柱,至少保證兩根以上切頂柱同時推移橫溜機頭、機尾,不僅確保工作麵橫溜的順利推移,而且有足夠的切頂力,及時切斷拖延下沉的采空區頂板,減少采空區懸頂麵積,確保回采作業的安全推進。
6、在回采工作麵的兩順槽中,距工作麵上下出口30米範圍內,各設置一道覆蓋全斷麵的灑水噴霧裝置,以淨化工作麵的風流,在工作麵運輸設備的每個轉載點都設置噴霧灑水裝置,起到防塵作用,以便符合《煤礦安全01manbetx
》和《煤礦安全質量標準化》的相關規定。
二、作業方式
采用“三八”製作業,三班生產,每班一個循環,綜合工種、追機作業。循環進度1.20m,循環產量384噸,每月工作麵推進92m,月產量3萬噸。
三、勞動組織
勞動組織表
第二節 掘進工藝
一、巷道斷麵和支護形式
設計新掘順槽槽斷麵均為梯形,上口淨寬2.7m,下口淨寬3.3m,淨高2.1m,淨斷麵積為6.3m2。支護方式礦用11號工字鋼梯形棚,2m/架。
本次設計的巷道斷麵適用於掘進機新掘巷道,而首采九八0八驗收工作麵的順槽及切眼斷麵,隻要能滿足采煤機等設備的運輸、安裝以及電纜懸掛,壓風防塵等管路布置規範合理,通風符合《煤礦安全01manbetx
》相關規定即可,利用現有。
二、巷道掘進進度指標
井巷平均成巷進度指標如下:
綜掘巷:400m/月;
普掘巷:120m/月。
三、綜掘作業工藝
1、施工設備:EBH-120型半煤岩掘進機一台
2、截割方式:縱軸式連續擺動截割。
3、截割方法:截割頭由巷道左下部進刀,進刀深度0.5m,然後在巷道內水平擺動截割,周邊留0.2~0.3m,按照截割曲線示意圖連續擺動至初步形成,然後修邊達設計要求。
4、截割工藝流程:進刀→截割→修邊→成型
5、截割質量要求:頂幫截割整齊,底板截割平整,高度符合設計要求。
6、提高截割質量的措施:
a 、加強崗位練兵,提高司機素質
b、嚴格按照截割方法和截割工藝進行操作
c、司機必須牢記巷道的毛高、毛寬、中線等規格
d、加強通風防城管理,提高工作麵能見度
e、根據煤層底板起伏變化,隨時調整,做到平緩過渡
f、保證激光指向儀指向正確,無中線不準割煤。
四、普掘作業工藝
1、掘進工藝流程
安全檢查→鑽眼→裝藥→聯線→放煤炮→通風等待→臨時支護→人工裝煤→聯線→放矸炮(挑矸)→通風等待→人工裝矸→架棚→鋪軌
2、爆破說明書
①爆破方法及爆破器材選擇
工作麵采用煤礦許用水膠炸藥,全斷麵一次爆破,雷管選用毫秒延期電雷管;發爆破選用MEP-100型;放炮母線不小於100m;水炮泥、炮土封眼。
②炮眼布置嚴格按《掘進工作麵作業01manbetx
》布置。
③封泥長度:a工作麵正常掘進時,封泥長度不得小於0.5m,b:炮眼深度為0.6~1m時,封泥長度不得小於炮眼深度的1/2。
3、施工操作及技術要求
(1)鑽眼
采用MQS-50/1.8濕式風煤鑽,配備2m長鑽杆,鑽眼時嚴格按照爆破說明書和炮眼布置圖的要求操作,要掌握好巷道掘進的方向和坡度。
(2)聯線爆破
裝藥量、聯線、封填炮眼嚴格執行爆破說明書的規定,藥量不得隨意增加或減小,不得采用塊狀物或可燃物封堵炮眼。裝藥聯線前,雷管腳線必須扭結。
五、掘進工作麵個數、組數及掘進的機械配備
掘進進工作麵主要設備配備見下表。
礦井生產時共布置一長壁普采工作麵,工作麵年推進1980m,一個煤巷綜掘工作麵,一個煤巷普掘工作麵,礦井生產時的采掘比為1:2。
根據目前國內掘進設備的性能參照目前大部分礦井的實際進度指標,結合本礦井的采掘比例關係、回采工作麵的年推進度及本礦井的生產技術管理水平,普掘工作麵月掘進進度指標為120m/月,綜掘工作麵月掘進進度指標為400m/月。
礦井巷道掘進均沿9號煤層頂板布置,巷道掘進基本均為半煤岩巷掘進,礦井掘進矸石量偏多,應加強煤質管理。
掘進工作麵設備配備表