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文檔簡介
第一草概況
第一節(jié)工作面位置及井上下關系
一、坪湖煤礦四水平中央采區(qū)658工作面位置及井上下關系,見表1。
表1工作面位置及井上下關系
水平名稱-600(四水平)米區(qū)名稱中央采區(qū)
地面標高+20.3m?+22.8m井下標高-546.8m?-611.3m
地面相對位置地表主要是陽坑小河、毛坊湖、稻田、荒地。
回采對地面設施的影響無設施影響
西起6606皮帶下山,東至658工作面切眼,北鄰628東、658帶
井下位置及與四鄰關系
采順槽,南至656工作面風巷。
走向長度/m408傾斜長度/m206面積/m283636
附圖1-1工作面平面位置圖
國
K胭
I
A
盾
中
e畫
H
s8
第二節(jié)煤層
一、658工作面開米煤層情況見表2。
表2煤層情況表
開采煤層煤層結構簡單煤層傾角/(。)13?17
B4
煤層厚度/m2.6?2.8煤種主焦煤平均角度/(°)15
平均煤厚/m2.7硬度系數1.0?2.0穩(wěn)定程度穩(wěn)定
煤層情況描本面開采的為灰煤層;產于上二迭系,龍?zhí)督M老山段,其產狀走向40。?50°、
述傾向SE、傾角13。?17°,平均15°,基本呈一單斜構造,結構簡單,硬度中
等,F=l.0~2.0,煤層穩(wěn)定程度一般,煤層厚度平均2.7m。
第三節(jié)煤層頂底板
一、658工作面開采煤層頂底板情況見表3。
表3煤層頂底板情況
頂、底板名稱巖石名稱厚度/m特征
老頂細砂巖40以上深灰色粉砂巖,夾細砂巖條帶
直接頂粉砂巖8灰至黑色粉砂巖,夾小煤線
偽頂炭質頁巖0.1-0.5灰黑色炭質泥巖
直接底粉砂巖4.5淺褐色粉砂巖及灰色砂巖,具鮑狀結構
老底細砂巖35以上深灰細色砂巖與粉砂巖互層
附圖1-2:工作面地層綜合柱狀圖
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第四節(jié)地質構造
一、658工作面斷層情況及對回采的影響見表4。
表4斷層情況表
構造名稱走向向傾向向傾角/°性質落差/m對回采影響程度
F658-1355°265°50°正斷層4.8-16有影響
F658-2200°290°65°正斷層1.2有一定影響
F658-314°104°60°正斷層0.7-4.5有一定影響
Fe58-4340°250°50°正斷層1.0-2.5有一定影響
F658-510°100°80°逆斷層1.8-2.5有一定影響
附圖「3工作面切眼素描圖
第五節(jié)水文地質
一、水文地質情況
本面水文地質條件比較簡單,在回采過程中可能會有少量頂板砂巖裂隙水滲入,但不會影響
到生產。
二、涌水量
最大涌水量:0.01m7min;正常涌水量:0.005m7min?
第六節(jié)影響回采的其他因素
一、影響回采的其它地質情況見表5。
表5影響回采的其他地質情況表
瓦斯我礦為煤與瓦斯突出礦井,相對涌出量21.8m7t,絕對涌出量7.27m7min。
煤塵煤塵具有強烈爆炸性,煤塵爆炸指數為:20.8%?
煤層自燃煤層自燃發(fā)火期1?3個月。
地溫25~31℃,地溫較高。
地壓隨米動顯現明顯。
二、沖擊地壓和應力集中區(qū)
本礦無沖擊地壓現象,應力集中區(qū)主要分布在工作面煤墻之前20~30m范圍及風巷尾至F658-I
斷層處。
三、地質部門的建議
1、本面處我礦高瓦斯突出危險區(qū)域,瓦斯涌出量大,斷層多,壓力大,請在回采時加強通風
和頂板管理。
2、工作面將遇F653T?F$即5等斷層組,請分別制定過斷層措施。
3、工作面推進290米左右將遇4.8?16米的大斷層,工作面搬家到新切眼開采。
4、工作面初次開采遇落差為1.8米的正斷層,請編制過斷層措施。
5、由于本面礦壓大,請加強順槽及風巷的維護工作,同時采面單體必須配備充足。
6、加強資源回收,不丟頂底煤和浮煤,提高資源回收率。
7、煤塵具有強烈爆炸性,請加強防塵灑水工作。
8、煤的自燃發(fā)火期為1?3個月,請制定防滅措施。
9、風巷(大斷層以上)采空區(qū),壓力大且不穩(wěn)定,工作面在推進過程中需加強對風巷的超
前支護,并加強頂板管理。
第七節(jié)儲量及服務年限
一、儲量
658工作面走向長408?420m,傾斜長206m,斜面積83636m2,平均煤厚2.7m,容重1.4t/m3,
工業(yè)儲量31.614萬t,可采儲量30.03萬t,回采率95%。
二、工作面服務年限
工作面服務年限=(可采儲量/月單產)(月)
=300300/34200
=8.78月
注:可米儲量一30.03萬t
月單產一34200t
第二章采煤方法
選擇采煤方法及其選擇依據。
第一節(jié)巷道布置
一、采區(qū)設計、采區(qū)巷道布置情況
658工作面:順槽作為進風、運輸巷,中順槽作為輔助進風巷,風巷作為軌道巷,三條巷道
都布置在B4煤層中,切眼位于工作面東部,工作面上方布置有658高冒巷。
二、工作面順槽
采用錨網支護,上凈寬3.4m,下凈寬4.0m,凈高2.4m,凈面積8.88m?。巷道頂錨采用也
20XL2300mm的全螺紋鋼錨桿,每排共6根;幫錨(1)18XL2100mm,每排8根,每幫各4根;金
屬網加梯子梁,背幫護頂,排間距:700X640mm。
運輸順槽內置有@1"的防塵水管,巾2〃的壓風管路,及監(jiān)測監(jiān)控線纜,并在上幫設置刮板
輸送機下幫設置人行道,該順槽主要用于工作面的進風、運煤及輔助運輸。
三、工作面中順槽
支護形式和巷道斷面與工作面順槽相同。內布置有巾1〃的防塵水管,中2〃的壓風管路,中
2"的注漿管路及監(jiān)測監(jiān)控線纜,該巷道主要用于進風、進料和輔助運輸。
四、工作面回風巷
支護形式和巷道斷面與工作面順槽相同。內布置有@1〃的防塵水管,巾2〃的壓風管路,d)
2"的注漿管路及監(jiān)測監(jiān)控線纜該巷道主要用于回風、進料和輔助運輸。
五、工作面切眼
切眼上凈寬3m,下凈寬3.6m,凈斷面積7.92m:
附圖2T巷道平面位置圖
658工作面巷道平面位置圖
第二節(jié)采煤工藝
一、簡述采煤工藝
采用走向長臂后退式采煤方法,采高2.6m,沿頂板留底煤開采,全部垮
采煤方法
落法管理頂板。
準備、機電設備檢查一反采一回柱放頂一打眼注水一打眼裝藥一放炮一
回采工藝流程
鋪網、掛梁裝煤護幫一出余煤一移溜一打單體支護
落煤方式爆破落煤
裝煤及運煤方式工作面放炮后,由人工將放落的煤裝入刮板輸送機運出
注水注水器型號ZF-A22X4SX1000專用封孔器
孔及注水計算每個孔注水80?120L,注水時間10?15分鐘
注水注水孔布置垂直工作面方向,距頂板1m處施工注水孔,每隔8?10m布1個注水孔,
參數及其它孔深3m,封孔器插入長度2m,封孔長度1m。
附注水平面布置圖
二、采用爆破落煤
(一)炮眼布置設計
采用三花眼方式布置炮眼,炮眼深度壓炮1.0m、腳炮1.2m,眼距壓炮2.0m、腳炮1.0m,腳
眼距底板0.2m,炮眼與煤壁水平夾角60°,炮眼與頂底垂直夾角15°?20°。
(二)爆破說明書
炮眼布置腳眼距炮眼與煤壁炮眼與頂底垂
炮眼深度眼距
炮眼方式底板水平夾角直夾角
爆布置壓炮腳炮壓炮腳炮15°?
三花眼0.2m60°
破1.0m1.2m2.0m1.0m20°
說裝藥炮眼布置及裝藥結構圖
明名稱炸藥起爆器雷管
爆破器材
書起爆規(guī)格礦用乳化炸藥三級MFB-100毫秒(前3段)
要求聯線方式串聯
爆破參數附:爆破參數一覽表
爆破參數一覽表
炮眼布置炸藥雷管炮泥
材
封
方
位
位
間深聯型每循段每
料
置
置
孔
參向垂
距度線次號孔環(huán)孔
距
距
長
水數
方爆裝用用
底
數頂直
mm度
平破藥量量
式
夾夾
mm孔量
角
角數KgKg發(fā)
爆。
O
破
礦I
參
用
頂
數頂壓黃
炮眼乳III
眼炮泥
頂腳1.0
2.0串0.2封
眼化段、
見IIA-眼眼6061水
聯泡滿
名腳腳炸腳毫
表0.80.2眼炮泥
稱眼藥秒
1.00.6
1.2
雷
級管
合計218
說明炮眼裝藥量和起爆個數視情況而定,以不破壞頂板為原則
三、工作面正規(guī)循環(huán)生產能力
W=LShyc
式中W——正規(guī)循環(huán)生產能力,t;
L----工作面長度,m;取144.5(按以風定產每班限采144.5m計)
S-----工作面循環(huán)進尺,m;取1.2
h----工作面設計采高,m;取2.6
Y----煤的視密度,t/m3;取1.4
c----工作面采出率,%;取95
W=144.5X1.2X2.6X1.4X0.95=600t
附圖2-2:注水平面布置圖
附圖2-3:炮眼布置及裝藥結構圖
658工作面炮眼布置、裝藥示意圖
9
黃泥
炸藥/雷管水炮泥
說明:炮眼裝藥量和起爆個數視情況而定,以不破壞
頂板為原則。
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畫
第三節(jié)設備配置
、工作面機械設備配備見表6。
表6工作面機械設備配備表
使用地點設備名稱規(guī)格型號數量單位備注
658工作面SGW—150T2部
刮板輸送機
658順槽、6806SGW—40T2部
658泵站乳化泵XPB2B2臺
658風巷、658中順槽JD—11.47部
絞車
658風巷JD—251部
工作面煤電鉆MSE—1.22臺
658順槽、6806膠帶輸送機SPJ—8003部
附圖2-5:658工作面設備布置圖
第三章頂板控制
第一節(jié)支護設計
一、頂板管理方法的選擇
(一)頂板管理方法
采空區(qū)全部垮落法
(二)驗算
1、當直接頂垮落后,能充填滿采空區(qū)時,則可采用全部垮落法管理頂板。
2、計算方法:
M
式中:M——采高,取2.6m
K——直接頂巖層碎脹系數,取1.4
SH——直接頂厚度,其值為8m
H——冒落高度
_.M2.6――
貝“:H二p-r..1=6.5mV8m成立
K-11.4-1
(=)結論
通過計算,直接頂垮落后能充分填滿采空區(qū),則該面可采用全部垮落法管理頂板。
二、工作面的支護設計
(一)支護選型:由煤層厚度確定支護高度
H=M-B+Wh=M2-B-A
式中:H、h為支柱所需支護的最大、最小高度
MI.M2——本面煤層的最大、最小采高;2.6m、2.2m(最小采高為工作面過構造時最少確
保高度)
B——錢接梁厚度取96mm
A-----支柱的最小卸載高度取50mm
W——單體插針深度取200mm
則:H=2.6-0.096+0.2=2.704m
h=2.2-0.096-0.05=2.054m
根據上述計算可選擇DW28—250/100X型液壓支柱,DW28—250/100X型單體適應范圍1.7m—
2.8mo
(二)支護柱距的計算及確定:
1、來壓時所需承受的壓力:
根據公式:P=10(4?8)MR
式中:M——采高,使用DW28—250/100X型液壓支柱,取2.6m
R——頂板巖層平均容重,取2.5T/n?;
2
則:P=10X5.0X2.6X2.5=325KN/mo
2、排、柱距的確定:由于選用HDJA—1200型較接梁,梁長度為1.2m,即排距已確定1.2
mo
計算柱距:LkXLiXp
式中:q——支柱的平均工作阻力,取250KN
P——頂板壓力,取325KN/n?
Li------排距,取1.2m
K——修正系數,取1.1
…250
L=0583m
則:=1.1X1.2OXY3O2O5E-
由上述計算柱距0.583m,取整數0.5mo
附圖3-1:工作面支護形式平面圖及最大最小控頂距布置圖
支護形式圖
最大控頂距
最小控頂距
三、乳化液泵站設計
泵站壓力(Mpa)乳化液配比濃度(%)難燃液(%)
乳化液泵站
20>P^182?3%1-2%
第二節(jié)工作面頂板控制
一、工作面回采時頂板控制方式
(一)控頂方法
單體液壓支柱配合金屬較頂接,齊梁齊柱走向棚布置,一梁一柱。
(-)控頂距離
最大控頂距3.6m,最小控頂距2.4m。
(=)放頂要求
放頂后上落山角與工作面齊,下落山角口,允許落后工作面一控(1.2m)。
(四)支柱支設
排距1.2m,柱距0.5m?
(五)傘檐規(guī)定
傘檐長度超過1m時,其最大突出部分不超過200mm,傘沿長度在1m以下時,傘檐最突出部
分不超過250mm。
(六)鋪網要求
金屬網上下用鐵絲串接,左右搭接長度為200mm,雙排扎絲扎緊,間距左右150mm,上下
200mmo
(七)貼幫支柱
0.5m/架。
二、正常工作時期的特殊支護
(一)全承載支護
回柱放頂前,作業(yè)人員應在本段放頂的位置,超前3?5架,將多余的單體在新切斷線棚梁
外側,打上全承載支柱,并達到對山(向老塘斜2?3。)有力的要求。
(二)俄棚點柱支護
初次放頂期間、老塘來壓時以及頂板大面積懸露(達2X5m)時,為提高切頂能力和穩(wěn)定
性,應打上俄棚,即在緊靠切斷線外側,按傾向方向打上一排連成一體的支架。
三、回柱放頂
(一)放頂形式
見三放一,人工回柱
(二)放頂順序
由里(老塘)向外(煤墻),由下而上,先柱后梁。
(三)工具
卸載板手(并配有1m長的尾線)、鐵鏈4m
(四)放頂間距
相鄰兩組放頂距離不得小于15m,回柱與打眼平行作業(yè)安全距離不得小于15m,不得與裝
藥爆破平行作業(yè)。
四、特殊時期的頂板控制
(-)來壓及停采前的頂板控制
1、周期來壓前沿放頂線增設一排連成一體的俄棚,增加采面支架的穩(wěn)定性。
2、周期來壓前必須保證工作面的采直,支柱必須有達到初撐力,接頂嚴密。
3、初次來壓及停采前的頂板控制另行編制措施。
(二)過斷層及頂板破碎時的頂板控制
1、過斷層前應提前調整工作面與斷層走向的夾角,保持工作面與斷層走向的夾角在25°?
30°,以保證工作面每次推進時受斷層影響的地段長度不要過大。
2、斷層落差小時可采用戴帽點柱和俄柱。打在斷層面處,柱根要支在硬底上,并隨著工作
面推進而前移。
3、頂板破碎時可采用一梁三柱的長花邊鋼梁支護(頂板好轉時必須用絞接梁替換)。
五、支護要求
(一)工作面應達到動態(tài)的質量標準化要求。
(二)加強單體的支護強度,確保支護質量,單體初撐力不得小于90kN。
(三)工作面出現冒頂時,要及時用木料接頂,并支好頂梁。
(四)工作面生產以前要編制好初采初放措施。
(五)加強工作面來壓的預測預報工作,由礦壓部門在各巷道標明來壓位置。
(六)加強上、下端頭頂板管理,要提高支護質量,適當加大支護密度,確保排頭頂梁聯網
與巷道搭接0.5m以上,防止出現端頭冒頂。
(七)應做好超前支護工作,以便更好的維護工作面頂板。
第三節(jié)順槽、風巷及端頭頂板管理
一、工作面順槽風巷的超前支護
(一)三道超前支護采用單體液壓支柱與金屬較接梁相互配合支護,一梁一柱,雙邊榴樹不
少于20m,單邊榴樹不少于30m,并做到架設對山、吃勁,損壞的要及時更換。
(二)支柱成線,偏差不大于100mm,且順槽的單體支撐高度必須確保工作面出口處巷高不
低于1.8m,20m以外不低于2.0m。風巷的單體支撐高度必須確保工作面出口處巷高不低于1.6m,
20m以外不低于1.8mo
(=)嚴禁出現單梁單柱現象,來壓時,應加密單體,做到一梁二柱。
二、工作面端頭的管理
(一)機頭使用五對十根,機尾使用四對八根(方向垂直煤墻)成對邁步的支護形式,鋼梁
采用口型花邊鋼梁,其中機頭鋼梁長度為3.2m,機尾鋼梁長度為2.6m,一梁三柱,對距0.5m,
邁步距為1.2mo
(二)在上出口的風巷下幫,下出口的順槽上幫,架設一對鋼梁成對邁步推進。
(三)上、下端頭的前移,支設必須在端頭單體支設完成并達初撐力后進行。
三、支護材料使用數量和備用數量見表7
表7支護材料的使用數量和備用數量
名稱單位指標備注
坑木消耗n?/萬T54.22
工作面單體使用數量根187810%備用
工作面錢接梁使用數根164310%備用
3.2m長花邊鋼梁根1210%備用
2.6m長花邊鋼梁根20過斷層或頂板較碎時應增加
第四節(jié)礦壓觀測
一、礦壓觀測內容
658工作面的礦壓觀測內容主要有:單體阻力觀測、單體活柱縮量觀測、巷道圍巖表面位移
觀測、三道超前支護范圍內單體阻力觀測以及支護質量動態(tài)觀測。
根據觀測結果對工作面頂板活動規(guī)律、來壓特征,工作面單體受力特點,單體對頂板的適應
性和控制性效果,超前支承壓力影響范圍和分布特點,頂板及煤層穩(wěn)定性,工作面支護質量等進
行定期分析,以了解煤與圍巖特性。
二、觀測方法
1、在單體上安裝壓力表,觀測單體工作阻力的變化情況。在工作面上、中、下部布置三條
觀測線,觀測點布置合理,并由專人讀取單體的初撐力、工作阻力,分別在移溜前、后各讀取一
次。
2、用鋼卷尺測量單體的活柱縮量,根據移溜前、后單體的活柱下縮量,可算出循環(huán)下縮量
和下縮速度。
3、隨著工作面的持續(xù)推進,安裝在三道的頂板離層儀會對受采動影響發(fā)生變化做出反應,
對頂板離層幅度大,速度快,巷道圍巖活躍的地段超前采取措施加強支護。觀測頂板應做到每小
班不少于兩次。
三、支護質量監(jiān)測
每旬由生產科不定期對工作面和三道支護質量動態(tài)檢查一次,對存在的問題,由采煤工區(qū)立
即整改。監(jiān)測內容包括單體初撐力、煤壁片幫情況、梁端距、采高及端面頂板垮落情況、三道單
體初撐力、超前支護質量等。
四、觀測時間要求
支護質量監(jiān)測:整個生產期間。
五、管理規(guī)定
(一)要以嚴謹的科學態(tài)度進行讀數,不得馬虎,更不能憑自己想象造數。
(二)要愛護儀表、保護儀表,嚴禁隨意破壞各種儀表。
(三)與觀測無關人員嚴禁對儀表進行隨意調整。
(四)讀數時須平視儀表表盤,力求精確。
(五)上井后須及時將觀測數據上交工區(qū)并與工區(qū)共同分析礦壓變化情況以便指導生產。
第四章生產系統(tǒng)
第一節(jié)運輸
一、運輸設備及運載方式見表8
表8運輸設備及運輸方式
工作面所需材料、設備采用1T礦車、料架及JDT1.4絞車經風巷、
輔助運輸設備及運輸方式
中順槽運進工作面。
運煤路線工作面-658順槽-6806—6806煤斗
-600材料庫一600東大巷一623軌道上山一6806煤斗-658風巷
輔助運輸路線
-600材料庫--600東大巷一623軌道上山一6808—658中順槽
移溜方式由頭向尾或由尾向頭及中間向兩頭移溜,嚴禁兩頭向中間移。
葺
B
4
—
L
許
等
州
革
畫
第二節(jié)通風
一、通風系統(tǒng)見表9
表9通風系統(tǒng)
新鮮
通風-600東大巷一600中央采區(qū)石門f658順槽、中順槽一工作面
風流
線路
乏風流工作面一658風巷一658風措巷一中央輔助總回
計算方法計算公式風量m3/min
1)、按循環(huán)產量時計算Q=nTi720
2)、按工作面最多人數計算Q=4Nn200
通風3)、按稀釋瓦斯?jié)舛扔嬎鉗=lOOXQiXKi-FO.91212
風量由通風科提供658工作面相對瓦斯涌出量為21.8m3/t,瓦斯抽出
設計率60%,絕對瓦斯涌出量:Qi
、
計算說Qi=21.8X1200X(1-60%)4-(24X60)=7.27m7min
通
明Q一風量。一絕對瓦斯涌出量Ti一循環(huán)產量
風
K「-配風系數取1.5(取值計算由通風科提供)
系
n一雙突礦井供風系數取1.2N一交接班最多人數
統(tǒng)
工作面日生產煤炭1200T,根據計算結果取最大風量1212m3/min
說明:工作面所需風量為1212m'/min,工作面日產量限采為1200T,
工作面所需風量
班采長限采為144.5m。若工作面配風量達不到1212m7min時,必須
做到以風定產,根據實際風量確定生產能力。
最大1)、工作面最大風速V皿=1212+(6.2X60)=3.26m/s<4m/s
風量2)、工作面最小風速7^=12124-(9.4X60)=2.15m/s>0.25m/s
風速3)、三道最大風速V=12124-(8.88X60)=2.27m/s<4m/s
驗算4)、風速是否超限經計算風速不超限
通風所需通風設施名稱、數量:風門4道、密閉4道、調節(jié)風門6道、擋風墻4道
設施詳見658工作面通風系統(tǒng)示意圖
二、隊長、技術員下井時攜帶便攜式甲烷檢測報警儀,對分管范圍內的甲烷進行不間
瓦斷的監(jiān)測。
瓦斯
斯帶班隊長帶的便攜式甲烷檢測報警儀懸掛于采煤工作面的回風隅角,報警濃度為
檢查
防0.9%(不斷電)。
治便攜式甲烷檢測報警儀、甲烷傳感器每7d必須用空氣樣和標準氣樣調校一次,
每7d必須對甲烷超限斷電功能進行測試。
瓦斯監(jiān)控工作面兩道甲烷傳感器、風巷C0風速、溫度傳感器一兩道連接電纜一主機一
路線傳輸電纜一地面監(jiān)控機房
主要設施光學瓦斯儀、便攜式瓦斯報警儀、甲烷斷電傳感器、co傳感器、電纜
安設地點報警點斷電點復電點斷電范圍
瓦斯風巷距工作面出切斷工作面及風巷所有非本質
20.9%21.5%<0.9%
監(jiān)測口10米以內安全型電氣設備電源
監(jiān)控658風巷距回風
切斷風巷及工作面所有非本質
設備措巷口向里10~10.9%20.9%<0.9%
安全型電氣設備電源
位置15米處
及動順槽距下出口切斷工作面及風巷、順槽所有非
10.5%20.5%<0.5%
作范10m以內本質安全型電氣設備電源
圍中順槽距中出口切斷工作面及風巷、中順槽所有
10.5%20.5%<0.5%
10m以內非本質安全型電氣設備電源
1、順槽-600東大巷--600中央采區(qū)石門一658順槽
防塵管中順槽-600東大巷一600中央采區(qū)石門一6808—658泵站-658中順槽
路系統(tǒng)風巷-600東大巷--600中央采區(qū)石門一6808―658風巷
、
煤層在工作面進行爆破作業(yè)前預注水,由工作面順槽機頭至風巷每隔8?10m
綜
注水向煤壁打孔注水,鉆孔深度不小于3m。
合
工作面及順槽輸送機機頭各設一處噴霧頭。
防2、轉載
風巷距工作面10m處、風巷距回風措巷口20?30m處各安設一道凈化水
塵防塵點
幕,且霧化良好,覆蓋風巷全斷面。各噴霧、水幕隨工作面的推進而向
系方式噴霧
外移動。
統(tǒng)
巷道三道防塵管每隔50m開一個三通,并配長不少于50m的軟管抽放隊每兩
洗塵天清洗一次巷壁煤塵。
防塵設施凈化水幕、轉載點噴霧、防塵三通及軟管、防塵水管、隔爆水棚
四、-600東大巷一600中央采區(qū)石門一658順槽
供水系統(tǒng)
防-600東大巷一600中央采區(qū)石門一6808—658泵站一658中順槽
路線
火-600東大巷--600中央采區(qū)石門一6808―658風巷
注注漿系統(tǒng)工作面移動注漿站一658風巷一上落山角
漿路線
系防塵三通及軟管、防塵水管、注漿泵、注漿管
主要設施
統(tǒng)
工作面順槽一中央采區(qū)石門--600東大巷f3#暗井--450西總回一~300
五、
瓦斯西總回f地面。
瓦
抽放工作面中順槽、658風巷一6808—中央采區(qū)石門--600東大巷一3#暗井一
斯
系統(tǒng)-450西總回-—300西總回一地面。
抽
路線高冒巷f6808―中央米區(qū)石門--600東大巷f3#暗井f-450西總回一
放
~300西總回f地面。
系
主要抽放管路、鉆場、放水器、測流裝置、移動抽放泵站
統(tǒng)
設施
六、-600東大巷一600中央采區(qū)石門一658順槽
壓風自救
壓-600東大巷一600中央采區(qū)石門一6808-658泵站一658中順槽
系統(tǒng)路線
風-600東大巷一600中央采區(qū)石門一6808-658風巷
自主要設施壓縮空氣管路、逆止閘門、保護罩、三通
救安裝順槽、中順槽、風巷按規(guī)定巷中每隔50m安裝一組壓風自救裝置,每組5個
系要求頭子,距工作面20?40m的順槽、中順槽、風巷各安設一組壓風自救裝置,
統(tǒng)說明每組20個頭子,每個頭子的供風量不得少于0.In?/min,并確保24小時有壓
風。
葺
囹
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