中兴煤矿2203回采规程普采.docx

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中兴煤矿2203回采规程普采

第一章、工作面概况

第一节、工作面概况、煤层赋存及储量

一、工作面位置

1、地面位置

2203工作面地面位于距东雷庄700m的南北河沟谷中,603钻孔往南400m,地表部分地段为第四纪黄土覆盖,除农田和部分果树外,无建筑物设施。

地面标高为+1055m~+1100m,盖山厚度357m,回采后可能会对地表造成裂隙及塌陷和水资源流失。

2、井下位置

2203工作面标高为+700m~+740m,井下位于二采区左翼,右翼为2204、2206工作面(未掘);东面为原聚鑫煤矿小窑采空区;北面为2201工作面;南面为2205工作面(已掘)。

二、煤层赋存

本工作面所采煤层为2#煤,俗称“大窑煤”,位于山西组中部,上距03#煤层约4.0m左右,煤层厚度变化大,在1.5--1.9m之间,平均厚度1.7m,属中厚煤层,煤层倾角1°~11°,平均6°。

本工作面煤种为焦煤,普氏硬度f=2。

各项指标如下表:

三、储量

第二节、顶底板情况及地质构造

一、顶底板情况

详见下页表

附图一、2203工作面煤层柱状图

二、工作面地质构造

2203作面前半部为一段较平缓的背斜构造;后半部为一个急倾斜轴向大约40°背斜构造。

掘进过程中揭露两条断层,对回采有一定的影响。

根据资料无其它地质构造影响。

1、断层

2、节理

第三节、水文地质

一、水文情况

2203工作面测点C5至C6附近、运联巷与运巷交叉口处顶板有渗水现象,施工锚索后,锚索孔有水流出,虽水量较弱,但在回采过程中也要加强水量观测,采取相应的防治水措施,确保安全生产。

二、排水情况

2203工作面正常涌水量为50m3/d,最大涌水量约为80m3/d,虽然已采的2202工作面未发生水患,但也应在采、运两巷根据实际情况布置水仓,并且要配备水泵,排水能力要能满足生产需要。

第四节、煤尘、瓦斯

一、煤尘

2203工作面所采2#煤煤尘有爆炸性,最大爆炸指数为11.47MPa·m/s,煤层不易自燃。

二、瓦斯

本矿属高瓦斯矿井,根据抚顺煤科院分析结果得出:

该采区工作面瓦斯相对涌出量为7.71m3/t。

三、地温

根据清徐详查资料:

中兴煤矿为地温正常区。

第五节、巷道布置及工作面参数

一、巷道布置

二采区主要巷道有二采轨道巷、二采运输巷、二采回风巷,三条巷道平行布置,南北走向,与主斜井、付斜井和峁上回风井构成生产系统。

2203工作面北侧为材料巷,南侧为运输巷、尾巷,东侧为切眼,工作面由东向西推进。

二、巷道断面及支护形式

1、顺槽

运输巷、材料巷、尾巷断面均为矩形,支护形式为锚网梁+锚索联合支护。

运输巷、材料巷净宽为3.0m,净高为2.1m,净断面为6.3m2。

尾巷净宽为3.4m,净高为2.4m,净断面为8.16m2。

2、切割巷

切眼净宽为2.8m,净高1.6m,净断面4.48m2。

附图二、2203工作面巷道断面图

三、与采区巷道的联系

2203材料巷与二采回风巷相通(设有密闭),且有一条联巷二采轨道巷相通。

2203运输巷与二采皮带巷直接相通,安设调节风门;有联巷与二采回风巷相通,联巷内设有风门。

2203尾巷直接与二采回风巷相通,运输巷与尾巷之间每隔60米施工有一横贯,横贯内有密闭。

四、工作面停采线位置

工作面采用后退式开采方法,停采线位置为:

2203运输巷Y1点前10m

2203材料巷C2点后1m

具体根据实际情况而定。

 

第二章、采煤方法

第一节、采煤方法

本工作面采用走向长壁后退式采煤法,由MG200--W1型采煤机落煤、装煤,SGB--630/220型可弯曲刮板输送机运输,采用单体液压支柱配合箱型钢梁支护顶板,戗柱护梁,人工回柱放顶,自然垮落法管理顶板。

第二节、回采工艺

一、进刀方式

1、进刀方式:

采煤机由工作面中部斜切进刀。

2、运行方向:

采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,一次采全高。

3、割煤顺序:

煤机从工作面中部进刀,向机头(机尾)割煤,割通端头后返机扫空刀至工作面中部,从中部进刀后向另一端割煤,割通端头后,返机扫空刀至工作面中部进刀,完成一个循环。

附图三、2203工作面进刀示意图

二、铺联网

工作面每循环开始首先铺联塑料网,作为护顶网。

1、塑料网的规格为:

10×0.7m

2、塑料网平行于工作面铺设,长边对接,短边搭接,搭接长度为300mm。

3、联网时采用600mm的塑料绳联接,联网距不得大于200mm。

4、工作面塑料网与两巷道内金属网搭接500mm,并且按规定联好。

5、塑料网联好后,及时把网拉回挂好,以免影响机组割煤。

6、工作面严禁出现重叠网和门帘子网,对于烂网和扯网处必须及时进行补联网。

三、移溜

工作面移溜使用液压移溜器,型号为:

YQ--100/700型,工作压力100Kg/Cm2,工作阻力为7.38T,行程为0.7m。

工作面每隔3m布置一台液压移溜器,机头机尾各布置3台,每隔6m布置一把液枪。

移溜时要打好压柱,压柱要带帽,不准直接顶在顶板上。

移溜为专业工种追机作业,移溜滞后采煤机15--20m,依次移设,分三次把溜子顶到煤壁,同时工作的移溜器不少于两台,溜槽间的弯度不能大于3°。

第三节、开采技术

一、截深及循环进度

根据工作面顶板稳定程度和我矿开采经验以及工作面所配套的回采设备,确定截深0.6m,循环进度0.6m。

二、工作面控顶距及放顶步距

在满足通风、机械运行、行人运料的前提下,根据矿压观测,确定工作面控顶距及放顶步距。

最大控顶距:

1.5+0.6+0.6+0.6+0.4=3.7m

最小控顶距:

1.5+0.6+0.6+0.4=3.1m

放顶步距:

3.7-3.1=0.6m

其中:

1.5------机道宽度

0.6------支柱排距

0.4------戗杆与落山排支柱距离.

附图四、2203工作面控顶距示意图

第四节、提高回采率及煤质措施

一、提高回采率措施

1、按规定采高进行开采,无特殊情况时,不得随意改变采高。

2、每循环结束后,工人要及时将工作面及两巷内的浮煤清理干净,攉到运输机内运出。

二、提高煤质措施

1、采煤机要沿煤层割煤,严格掌握采高,不准割顶底板岩石。

2、加强机道支护质量,严防拉槽冒顶事故的发生。

3、当工作面因地质构造或其它原因而出现大块煤、矸时,必须及时停止采煤机和运输机,对于大于150mm(直径)的矸石要人工捡出,扔到采空区;对于大块煤,要人工破碎后装入运输机运出。

4、严禁将废旧的物料装入运输机带入煤库。

5、过陷落柱时要制定分装分运措施。

6、严格执行中兴煤矿有关煤质管理办法规定。

 

第三章、顶板管理

第一节、支架选型

一、支护材料选择

根据工作面宽度要求和循环进度,结合采高和顶板稳定程度,确定工作面选用2.2m的箱型钢梁和DZ20型单体液压支柱控制顶板,端头支护和两顺槽超前维护均选用2.6m/3.2m∏型钢梁。

二、支架选型计算

1、顶板压力计算

根据公式:

P=(4-8)MY

式中:

煤层开采系数取8

M--采高取1.7m

Y--顶板岩石平均容重,取2.7T/m3

 则:

P=8×1.7×2.7=36.7T/m2

2、支护密度的计算

⑴、最大控顶距时

根据公式:

Dmin=m/s

式中:

m--支柱个数,取879根

s--支护面积,取407m2

 则:

Dmin=879/407=2.2根/米2

⑵、最小控顶距时

根据公式:

Dmax=m/s

式中:

m--支柱个数,取733根

s--支护面积,取341m2

 则:

Dmax=733/341=2.1根/米2

3、支柱载荷计算

⑴、最大控顶距时

根据公式:

Pmin=P/Dmin

则:

Pmin=36.7/2.2=16.7T/根

⑵、最小控顶距时

根据公式:

Pmax=P/Dmax

则:

Pmax=36.7/2.1=17.5T/根

4、支柱额定阻力校核

因P额=29.4吨/根,Pmin=17.5吨/根,且P额>Pmax,故所选支柱满足要求。

第二节、顶板管理及端头支护

一、顶板管理

1、管理方法

根据地质说明书提供资料,设计本工作面顶板管理方法为:

铺设塑料网护顶,箱型钢梁对棚布置,错梁交替迈步式支护,人工回柱放顶后,顶板自然跨落。

2、顶板支护方式

⑴、工作面顶板支护由单体支柱和2.2m的箱型钢梁组成,对棚布置,一梁二柱式,错梁交替迈步式支护。

⑵、箱型钢梁垂直于工作面布置,端面距为200mm,最大不得超过300mm,梁与梁相互平行,梁与柱咬合要好。

⑶、异步梁中心距200mm,同步梁中心距750mm,排距600mm,交错距600mm,迈步距1200mm。

⑷、工作面机道为1500mm,人行档600mm,材料档为600mm,正悬壁1300mm,倒悬臂为300mm。

⑸、戗柱沿切顶线每750mm支设一根,与底板成75°~80°夹角,上带柱帽,下见实底,柱帽平行于工作面,支设时比滞后梁多伸入落山100mm,且柱脚与第三档支柱相齐。

附图五、2203工作面支架布置图

3、正常放顶

⑴、正常放顶为分段作业,相邻每段的放顶开口距离不小于15m。

⑵、分段时,代班长应根据工作面的顶板状况,尽可能将分段接口(即收口)选择在顶板完整处,且各分段放顶工序必须沿同一方向进行。

⑶、放顶人员至少为两人一组,一人观察顶板,清理退路,一人回柱放顶,放顶人员要在支架掩护下,确认无危险后,方可回柱,相邻人员互相照应。

⑷、放顶坚持由落山向煤帮,由里向外,先支后回的原则逐架进行。

⑸、回出的单体液压支柱,按最小控顶距形式支护好。

⑹、当遇到顶板破碎、压力增大,导致柱子难回收时,可先支替柱,待回出死柱后再回替柱。

4、支护监测

⑴、每班由专人用压力表,对工作面支柱进行压力测试,保证工作面支柱初撑力大于90KN(11.4MPa),两巷支柱初撑力不小于50KN(6.3MPa)。

⑵、监测方法

初次放顶阶段:

对每根支柱进行监测;

正常采煤阶段:

工作面设10条监测线(其中上、下端头各设1条)进行监测;

收尾阶段:

对每根支柱进行监测。

⑶、监测内容

监测每循环第一排支柱架设质量,即支柱初撑力,把住支护质量基础关;

监测末排(将放顶的前排)支柱工作阻力,把住放顶线支护动态质量关;

抽查监测“薄弱区”、“异常段”、“特殊区”的支柱阻力,消除支护质量的“漏洞”和“死角”。

⑷、收集的数据应报有关领导和单位,并及时反馈回队组,队组现场采取措施处理

二、端头支护

1、支护方式

工作面上下端头处,采用八根2.6m的∏型钢梁配合单体液压支柱对棚式布置,一梁三柱进行维护。

此四对八梁随着工作面的推进,迈步前移。

2、切顶排支护

工作面上下端头采用带帽点柱切顶,机头侧布置四根,机尾侧布置六根。

3、安全出口

从工作面到两巷交接处各5m的范围内,为安全出口。

安全出口必须设专人维护清理,高度不低于1.6m,宽度不小于0.7m。

行人原则上为绕机头、机尾通道,在机头转载溜子、皮带上方支护可靠处必须加设行人过桥。

人员在机头通行时,必须在停机、停溜子,出口畅通的情况下进行,且物料的堆放及液管、电缆的吊挂必须整齐,不得影响运输、行人和通风,符合工业卫生要求。

第三节、超前支护

《煤矿安全规程》第50条规定采煤工作面安全出口与巷道连接处20m范围内必须加强支护。

一、支护方式

超前支护采用3.2m的∏型钢梁与单体液压支柱构成一梁三柱进行加强支护,支架顺巷道三排布置。

每两根∏型钢梁相互铰接,铰接长度为200mm。

靠两侧两排支架分别距左右煤帮为300mm,相邻两平行支架间距为1.2m。

对于巷道超宽或压力显现地段应采取加强支护。

二、两巷回收

1、回收过程中,必须坚持回柱放顶原则,由里向外依次逐架回收。

2、两顺槽距工作面100m处应各安设一部绞车,在回收过程中,如遇到难回的梁和支柱时,可利用绞车回出,严禁使用工作面和顺槽刮板输送机回收支柱或梁。

3、材料巷的钢轨与枕木要求超前工作面30--50m回收,并运至距工作面50--100m处分类码放整齐,并及时运出井验收。

4、工作面机尾圪窝必须及时回收,使机尾处圪窝及时跨落不得形成盲巷;因机头圪窝需留作假风道,故回收后应及时支护,以保证假风道畅通无阻。

5、材料巷超前支护范围内的锚杆、铁饼、锚索等,要及时回收,以利于落山的充分垮落。

若巷道顶、帮压力大、顶板破碎或围岩节理发育时,不得回收。

6、巷道内的支护用品回收率要达到规定要求。

三、工程质量

1、两巷内的物料堆放及液管、电缆吊挂要整齐,不得影响行人、运输和通风,符合工业卫生要求。

2、超前维护区内的单体液压支柱要穿铁鞋,保证支柱支撑有力。

3、两顺槽超前维护区应排专人维护,如有积水、煤泥应及时排除。

第四节、特殊支护

一、初采、初放顶板管理

(一)、初采初放准备工作

1、通风区根据作业规程要求对2203工作面进行配风。

2、按规程规定及时准确地安装工作面设备。

3、工作面支架按规程要求支设完好,并支设好端头支护及20m超前维护,以保障上下安全出口的畅通无阻。

4、工作面及两顺槽支护完毕后,将切眼及材料巷超前支护范围内的锚杆铁饼及时回收,以便顶板御压,落山充分垮落。

5、回采前,将采煤工作面所有杂物,浮煤清理干净。

工作面备用材料,放在距工作面50m以外的材料巷中,分类码放整齐并施行牌板管理。

(二)、安全技术措施

1、确保工作面支护质量及数量,严禁缺梁少柱,工作面支柱迎山有劲,迎山角度符合规定。

2、回采前,沿工作面铺设塑料网,并按规定联好。

3、在工作面机头、机尾端头靠落山侧支设木垛。

机尾侧木垛随工作面推进,边支边回,初采初放结束后,及时撤掉;机头侧木垛不回收,配合带帽点柱维护假风道。

4、回柱放顶工严格执行“先支后回”原则,及《岗位操作标准》中“回柱放顶工”规定。

5、初采初采放期间,采用小进度多循环的作业方式,加快工作面推进速度,以保持煤壁的完整性,使之具有良好的支撑作用。

6、每循环结束时,对采空区的支柱、梁要回收干净,以便顶板及时垮落,并在落山侧设立木信号柱,便于及时观察顶板下沉情况,做好记录。

7、采空区冒高不小于1.5倍采高,悬顶大于(2×5)m要强制放顶,或采取可靠的强制放顶措施。

8、当工作面压力显现时(如顶板急剧下沉、支架受力猛增、顶板破碎、煤壁片帮、采空区掉碴严重,顶板发响等),工作面支护应采取相应措施:

(1)加强支护,对单体液压支柱进行二次升压,沿切顶线增设1—2排密集支柱。

(2)提高支架稳定性,沿放顶线每隔10—20m支设木垛或将部分支架改为一梁三柱,待初采初采放结束后,恢复成原支护形式。

(3)落煤后及时放柱移梁,并保证支护质量。

9、初采初放期间,通风区要经常检查工作面瓦斯及有害气体情况,发现异常及时采取措施。

10、初采初放期间,要求由调度室、安监处、生产科成立专门领导小组,每班有跟班领导跟班指挥,协调生产。

11、初采初放结束后,逐步调整工作面支架,严格按规定支设,积极组织工作面转入正规循环。

二、末次放顶

(一)、停采线的准备

严格掌握停采线位置,停采后将工作面收至最小控顶距,加强工作面支架及端头支架的支护质量。

割最后一刀煤的同时,沿煤壁多挂一道网,按规定联好。

在工作面机尾做出拆卸采煤机组的缺口,并将机组停在缺口内,缺口规格为:

10m×1.8m,缺口采用3.2m∏型钢梁或工字钢一梁二柱式支护,棚距为400mm,待机组和溜槽拆除后改为一梁三柱式支护,

(二)、末次回收安全技术措施。

1、停采后,及时清理工作面浮煤、浮矸和两顺槽多余物料与设备,并运至距工作面以外的安全地点,分类码放整齐。

2、停采后,在工作面上、下端头靠切顶线位置采用Ф0.18/2×2m的半圆木各打一方形木垛,以保证安全出口的畅通无阻。

3、停采后,及时撤掉工作面滞后梁,并在落山侧打密集支柱。

如遇顶板压力大或顶板破碎地段,应采用φ0.16--0.18/2×2.5m的棚板配合单体液压支柱,一梁二柱式支护。

4、工作支护完毕后,及时拆除工作面液压设备、机电设备,并运至指定地点,分类码放整齐。

5、工作面设备拆除后,沿煤壁支设一排柱距为700mm的带帽点柱,距煤壁300mm,木柱规格为φ0.18×1.9m,柱帽为0.6×0.2×0.1m。

6、末次放顶开口位置选在工作面中部,回收由中部向两端进行,一端回收完毕后,方可对另一端进行回收。

7、回柱放顶前,应在未次放顶开口位置靠采空区一侧支设一方形木垛且稳固可靠。

8、回柱工必须熟悉顶板性质,支柱、梁要回收干净。

回柱放顶要由里向外、由下向上,逐架进行,严禁先回后支。

9、随顶板垮落填塞,如工作面温度升高,有害气体积聚,要安设局部通风机加强通风。

10、未采回收期间,通风区要经常检查工作面瓦斯及有害气体情况,发现异常要及时采取措施。

11、未采回收期间,要求由调度室、安监处、生产科成立专门领导小组,每班有跟班领导跟班指挥,协调生产。

三、初次来压、周期来压的顶板管理

初采过程中,工作面出现顶板急剧下沉、煤壁片帮、支架受力增大、支柱钻底严重和顶板发响等矿山压力显现现象时,应采取以下措施:

1、进行矿压观测、搞清初次来压和周期来压步距,在来压前增大支护密度,提高工作面支架总支撑力。

2、来压前沿切顶线增设1~2排密集支柱,以增加基本支架的支撑力并隔离采空区。

3、为增加支架的稳定性,适当将部分一梁二柱改为一梁三柱支护,来压过后恢复成原支护形式。

4、初次来压期间,适当加大工作面控顶距,以便于增加特殊支护;周期来压期间则应适当缩小控顶距(缩小一个放顶距),以减轻老顶对工作面的影响。

5、采用小进度多循环方式,加快工作面推进度,以保持煤壁的完整性。

6、落煤后及时支护,并保证支架的数量和质量,有片帮危险时,增设贴帮柱。

7、在工作面和采空区内设立木信号柱,来压时及时报警。

8、采空区悬顶大于(2×5)m2时,必须进行强制放顶,以减轻老顶来压时对工作面的压力。

9、采空区的支柱要回收干净,使直接顶充分垮落,以缓冲老顶来压对工作面支架的冲击。

四、假风道的留设维护

假风道是在运输巷一侧的采空区留设的一条人为巷道,能有效的驱散工作面回风、上隅角的积聚瓦斯,并将采空区内的瓦斯稀释到安全范围内。

假风道采用架设木垛配合带帽点柱进行维护,木垛采用Ф0.16~0.18/2×1.0m的棚板架设,根据顶板情况每5m支设一个,带帽点柱支设于两木垛之间,间距为1.0m。

点柱采用Ф0.16~0.18×1.9m的优质圆木和0.6×0.2×0.1m的柱帽组成。

五、刮板输送机机头机尾压柱

工作面刮板输送机机头、机尾上各打一单体支柱作为压柱,单体支柱上端顶在端头超前支架下或巷道顶板上,必须稳固可靠。

运输巷转载输送机机头、机尾可用木质压柱代替。

六、护机点柱

工作面中部机组入刀处空顶距大,每班生产结束时应靠煤帮侧支设临时带帽点柱,在机组前后各支设3根,柱距为750mm。

七、过地质构造等特殊地段需另外补充专项措施。

第五节、支护材料

一、支护材料规格

1、箱型钢梁:

长度2.2m,宽度0.1m,高度0.08m。

∏型钢梁:

长度3.2m,宽度0.1m,高度0.08m。

2、单体液压支柱:

型  号:

DZ20(DZ16)

最大高度:

2.0m(1.6m)

最小高度:

1.24m(0.98m)

工作行程:

0.76m(0.62m)

重  量:

49Kg(37.55Kg)

初撑载荷:

294KN(245KN)

泵站压力:

18MPa

工作液:

含M--10乳化油,2--3%的乳化液

3、坑木规格

柱帽:

0.6×0.2×0.1m

棚板:

Ф0.16~0.18/2×2.0m

圆木:

Ф0.16~0.18×2.0m

二、备用支护材料管理

工作面备用单体液压支柱、箱型钢梁、柱帽、金属网及其它材料,要在材料巷距工作面50--100米处分类码放整齐,不得影响运输,行人和通风,并设立标志牌。

备用材料要及时补充,要求数量充足,不少于圆班用量。

工作面多余的单体液压支柱必须支护在切顶线处,不得平置或靠立。

三、支护材料消耗统计

详见下页表

 

支护材料消耗统计表

第四章、通风系统及管理

第一节、通风系统

一、通风系统

1、通风方式

全矿井采用抽出式负压通风,本工作面为“两进一回”通风方式,其中工作面运输巷、材料巷进风,尾巷回风。

2、通风线路

新鲜风流:

主井→等候硐室(集中运输巷)→旧皮带巷(35度进风联巷)→二采皮带巷→2203运输巷→工作面

付井→20度暗斜井→二采轨道巷→2203材料巷→工作面

污浊风流:

工作面→假风道→2203尾巷→二采回风巷→一采回风巷→总回风巷→峁上回风井→地面。

附图六、2203工作面通风系统及避灾路线图

二、风量计算

1、工作面所需风量

由于本矿属高瓦斯矿井,该采区工作面相对瓦斯涌出量为7.71m3/t,则2203工作面风量为:

Q=0.0926qCH4TK

=0.0926×7.71×842.4×1.8

=1083m3/min

式中:

Q-----本工作面所需风量

qCH4--该工作面的瓦斯相对涌出量

T-----该工作面的日产煤量,842.4t/d

K-----风量备用系数,取1.8

2、风速验算

该工作面的通风最小净断面积S采为6.3m2,风量Q采为1083m3/min,则风速V采为:

V采=Q采/(60S采)=1083/(60×6.3)=2.87m/s

由于0.25<V采<4,所以其风速符合《煤矿安全规程》规定,确定回采工作面风量为1083m3/min

3、运输巷所进风量

由于材料巷是主要进风巷,其作用是稀释工作面采煤过程中涌出的瓦斯,给工作面创造良好的劳动环境,所以该巷的进风量为工作面所需总风量,即1083m3/min

4、运输巷所进风量

运输巷配风的目的是为了不使材料巷内瓦斯积聚,冲淡上隅角及机尾处的瓦斯,避免瓦斯超限情况,保持巷道风流畅通。

该巷道在瓦斯涌出不超过1%时所需风量为:

Q=100QCH4K矿通/C=100×1.29×1.5=193.5m3/min

式中:

Q--该巷所需风量

QCH4--该巷瓦斯绝对涌出量,取1.29m3/min

C--该巷内风流中允许的最大瓦斯含量,取1%

K矿通--通风系数,取1.5

5、回风巷所回总风量

为避免回风巷内瓦斯超限,经矿领导研究决定,在运输巷内布置一台2×7.5KW的局扇为尾巷供风,其实际吸风量为200m3/min,则回风巷内所回总风量为:

Q=Q材+Q运+Q局=1083+193.5+200=1476.5m3/min

式中:

Q--该回风巷内所回总风量

Q运--该工作面运输巷所进风量

Q材--该工作面材料巷所进风量

Q局--该回风巷内局扇供风量

说明:

⑴、本工作面风量计算是以已采的2202工作面瓦斯涌出实测数据及通风区经验数值计算所得,在回采过程中通风区必须定期检查工作面气体涌出情况,若出现异常,则根据实际情况制定措施合理调整工作面风量;

⑵、工作面必须以风定产,若生产过程中瓦斯涌出量增大,应相应降低工作面产量;

⑶、两顺槽受压力影响,断面缩小,造成风速超限时,应相应降低工作面产量及风量;

三、通风设施

工作面材料巷与二采回风巷相通处设有两道密闭。

工作面运输巷与二采回风巷相通处内设两道风门,与二采皮带巷相通处设有调节风门。

第二节、通风管理

一、通风管理

加强“一通三防”工作,保证工作面通风良好,使工作面空气成份、风速、温度和湿度符合《煤矿安全规程》第100~102条之规定。

1、严格按工作面所需风量供风,不得随意改变供风量。

如有特殊原因需改变供风量,必须制定专门措施。

2、风门管理:

⑴、运输及行人时,两道风门不得同时打开,进出风门要随手关门,严禁用矿车顶撞风门。

⑵、瓦检员或风

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