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23071回采规程定稿
新安县郁山煤矿
采煤工作面
作业规程
工作面名称:
23071采煤工作面
编制单位:
郁山煤矿技术科
编制人:
张大卫
审校:
邵进子
总工程师:
王省子
生产矿长:
张社干
矿长:
郭亚武
二0一0年元月十九日
作业规程会审意见表
规程名称
《23071采煤工作面作业规程》
会审时间
2010年2月7日
会审地点
调度楼会议室
主持人
邵进子
参加人员
生产一线各科室及施工单位负责人
会审意见
调度室意见:
(签字):
生产科意见:
(签字):
技术科意见:
(签字):
安检科意见:
(签字):
通风科意见:
(签字):
机电科意见:
(签字):
信息科意见:
(签字):
施工单位意:
(签字):
生产矿长意见:
(签字):
安全矿长意见:
(签字):
机电矿长意见:
(签字):
技术矿长审批意见:
(签字):
目录
第一章 概 况4
第二章 采煤工作面地质及水文说明4
第一节 工作面煤层情况4
第二节 煤层顶底板5
第三节 水文地质构造情况5
第四节 影响回采的其他因素6
第五节 工作面储量及服务年限7
第三章 采煤方法及生产系统7
第一节 采煤方法7
第二节 采煤工艺11
第三节 采煤工艺7
第四节通风与监控系统…………………………………………………………15
第五节 通信与供电系统15
第六节运输系统及设备配置 17
第七节 综合防尘及防灭火系统 20
第八节 防排水系统 20
第九节 压风自救系统 20
第四章 劳动组织及正规循环作业图表20
第五章 主要经济技术指标21
第六章 安全技术措施22
第一节 一般规定23
第二节 支护设计23
第三节 防治水25
第四节 工作面顶板管理25
第五节 工作面运料及运料管理28
第六节 矿压观测29
第七节 煤质管理32
第八节 爆破管理32
第九节 “一通三防”及安全监控35
第十节 机电管理37
第十一节 其他40
第十二节 末采及收尾回柱安全技术措施 44
第十三节 支架运输安全技术措施45
第十四节 灾害预防及避灾路线 45
第一章 概 况
23071工作面位于二3采区主付下山以北+91—+51米标高段,北部为郁山断层,南部与23041工作面相邻,东部为原23051工作面。
具体位置及井上下关系见表1。
工作面位置及井上下关系表表1
工作面名称
23071后退式采煤工作面
煤层名称
二叠纪山西组二1煤层
采区名称
二3采区
地面位置
位于矿区西部郁山山顶东面陡坡,相距郁山顶电视塔140米。
井下位置
东
以23051采煤工作面相邻
南
以23041工作面相邻
西
以+50煤层底板等高线为界
北
以郁山断层为界
地面标高
+475—+505米
工作面标高
+91—+51米
采煤影响
工作面内可能有小的褶区对采煤略有影响
附:
工作面平面位置图1
第二章 采煤工作面地质及水文说明
第一节工作面煤层情况
煤层
走向长/m
190
倾斜长/m
130
煤层类型
山西二1煤
走向
321°
煤层平均厚度/m
4
煤层结构
1.2—5.8m
储量
可采长度/m
190
煤层生产能力
4.9t/m2
工作面长度/m
130
工业储量/t
138320
可采面积/m2
24700
可采储量/t
131404
视密度/(t·m3)
1.36
平均灰分/%
15
煤质
煤质硬度
0.8—1.5
平均水分/%
2.15
煤质品牌
瘦煤
综合采出率/%
≥80
挥发分/%
12.3—16.2
发热量/kJ
26
煤层情况表表2
第二节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表3
类别
分项
主要岩石
厚度/m
普氏系数f
岩性描述
顶板
基本顶
灰白色中粒砂岩
28
10.5
以石英为主,具斜层理,钙质交接
直接顶
灰黑色页岩
5.2
1.37
层面含植物茎部化石,有白云母出现
伪顶
灰黑色泥岩
0.3
层面含有白云母星,随采随落
底板
直接底
黑色砂质泥岩
4.2
含砂量由下而上逐渐增多
基本底
深灰色中粒砂岩
8
8.53
中间夹薄层黑色泥质
附:
煤层底板综合柱状图2
第三节水文地质构造情况
一、影响该工作面回采的水文地质因素如下:
(一)底板水:
L7灰岩水距煤层底板12—20米,埋藏较深,并根据邻近工作面推采情况分析,该工作面在推采中不会受L7灰岩底板水的威胁。
(二)顶板水:
根据邻近工作面采掘情况分析,该工作面顶板砂岩含水层富水性弱,易疏干,预计回采时局部会出现少量顶板淋水现象,对工作面的回采影响不大。
(三)老空水:
该工作面上部为已推采过的23051工作面,该工作面在采煤过程中没出现大的涌水。
23071工作面上巷在掘进过程中,对上部23051工作面空区进行了探、疏放水,没有发生大的涌水现象,采空区内基本无积水,因此,23071工作面预计在采煤过程中不会受老空(巷)水的影响。
二、防治水措施:
根据上述分析,特制定以下防治水措施:
加强水情观测,采煤过程中,若局部有出水征兆时向矿调度室及有关职能科室汇报,查明水源,及时制订专项措施进行处理。
三、预计最大涌水量:
1.5m3/h,正常涌水量0.5m3/h。
四、水文地质构造情况:
根据切眼掘进揭露的情况,工作面内地质情况复杂,工作面以里走向长度有150米、倾向长度40米以上为薄化带,经改造后沿梯形走向逐步推采,在下巷320米处向上16米遇一走向断层,落差不大。
整体状况
工作面整体为单斜结构,下段倾角较大于上段
断层
工作面下巷320米处向上16米遇一走向断层,落差不大。
褶区
工作面内可能有小的褶区存在
充水因素
工作面内不存在大的水害危害
预计最大涌水量(m3/h)
1.5
河流冲刷带
无
正常涌水量(m3/h)
0.5
岩浆侵入、陷落柱
无
水文地质构造情况表表4
第四节 影响回采的其它因素
一、 影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表5
瓦斯
预计工作面绝对瓦斯涌出量为1.5—1.8m3/min,在推采时,应加强通风管理和瓦斯监测工作。
可能在局部煤层地段,瓦斯涌出量将有所增加。
煤尘
该二1煤层具有爆炸性,应严格加强防尘工作。
煤的自燃
煤层不易自燃,煤层发火期等级为Ⅲ级。
地温
26°C属正常
地压
正常
普氏硬度(f)
煤层
夹矸
直接顶
直接底
0.3-0.5
0.3—1m
3-8
2-4
二、技术地质部门对工作面回采过程中的具体建议
(一)该工作面水文地质条件简单,局部有少量顶板淋水,必须建立排水区域,即在工作面上下顺槽的最底位置挖掘适当的泵窝,及时做好防排水工作,防患于未然。
(二)回采时沿底回采,放净顶煤,提高工作面回采率和资源回收率。
(三)工作面内局部煤层较厚,压力较大,在回采时要加强煤层注水,确保安全生产。
(四)回采时要加强地质及水文地质观测,若发现异常情况,及时向调度室和技术科汇报。
(五)煤层厚度变化频繁,薄煤层局部发育要及时补充专项措施。
(六)在通风方面,必须保证通风系统合理、可靠。
(七)在回采过程中如遇地质异常,及时与技术科联系。
第五节 工作面储量及服务年限
一、工作面参数表
工作面回风巷可采期长度L1/M
200
工作面运输巷可采期长度L2/M
180
循环进度/M
1
日循环个数N/个
0.6
工作面参数表表6
二、工作面储量
工业储量:
138320t
可采储量:
131404t
三、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采储量÷月设计产量=131404t÷12448.8t/月=10.5月
第三章 采煤方法及生产系统
第一节 采煤方法
一、工作面采煤方法的选择
(1)采煤方法的选择
我矿为低沼矿井,根据本区域的地质情况及顶底板岩性,经研究决定,23071工作面采用走向长壁后退式沿底一次采全高的采煤方法,全部垮落法管理顶板。
工作面采用爆破落煤和放顶煤工艺,其工艺过程为:
落煤(掐口、顺帮落煤)→爆破→人工装煤→刮板输送机运煤→过梁支护→回柱放顶煤→移镏子。
落煤采高为1.8米,放顶煤至煤流尽见矸石为止。
5班一个循环,一个循环推进1.0米。
(2)采煤方法的简要说明
采煤工作(包括落煤方式、装煤及运煤方式、支护及采空区处理)
工作面采用走向长壁后退式采煤,全部垮落法管理顶板。
工作面采用DZ22-30/100型单体液压支柱,配2.2m兀型钢梁支护,二梁五柱对子棚均匀布置,主梁下打三根单体液压支柱(两端及中心各一根),付梁下两端打两根单体液压支柱,棚主梁中--中0.5m,支架排距1m,采高在薄煤层时不低于1.6m,在正常情况下为1.8m,最小控顶距离2.2m,最大控顶距3.2m,沿工作面倾斜方向每5m留一个安全出口宽度为0.7m,该工作面采用双层荆拍、双串杆背好顶部,荆拍搭接不小于150mm,串杆间距0.3m,采用双层荆拍、单串杆背好老塘,单层荆拍、单串杆背好煤帮。
二、采煤工作面支架参数
(1)工作面支护强度的确定
23071工作面托顶煤回采,影响其支护载荷的主要岩层是顶部的煤层,伪顶和直接顶,而直接顶以上的岩层对支架的影响较小(因为老顶周期来压不太明显),可以考虑一个备用系数,工作面支护强度为:
Pt=(RmMd+ReHe)Ks·g
=(1.4×3+2.4×8.6)×1.35×9.81
=329KN/m2
其中Rm煤的容重为1.4T/m3
Md:
顶煤厚度:
(顶煤厚度在本区小于3m故取Md=3m)
Re:
顶板岩层平均容重取2.4T/m3
He:
直接顶冒落高度He=M÷(Ks-1)=3÷(1.35-1)=8.6m
Md:
回收顶煤一次总采高。
Ks:
顶板岩层和顶煤碎涨系数取1.35。
g:
9.81KN/T
(2)柱子工作阻力:
通过现场观测得知:
单体液压支柱的支撑能力,受地质质条件、支柱维护使用状况、泵站压力及管路损失大小等因素影响。
Rt=Kb×Ke×Kg×K2
=0.8×0.9×0.7×300
=151KN/根
式中Kb为支护不均衡系数取0.8,Ke增阻系数取0.9
Kg工作系数取0.7
K2额定工作阻力取300KN
工作面支护密度的确定:
S=Pt÷R4=329÷151=2.2根/平方米
(3)工作面实际支护密度:
S′=5÷(3.3×0.5)
=3根/平方米S
三、工作面特殊支护
由于该工作面的顶底板变化幅度较大,虽然切眼是沿底掘送,但是工作面推进时,一定会遇到工作面的整排支柱有站在底板,有站在煤体中,故要求:
工作面支柱站在底板上的,由于底板坚硬光滑,坡度又大,容易造成单体柱底部下滑,要求在该段搁棚时必须用钎子、手锤在底板上打0.1m以上的柱窝,柱子底部放在柱窝内,并在底板上铺上底杆,底杆担在柱腿底部,以便行人,工作面支柱站在煤体中的,为防止支架下沉造成空顶压力增大,要求该段柱子必须垫200mm×300mm×70mm的木靴。
为防止工作面内支柱倾倒伤人,必须在工作面内用直径22mm的棕绳,配合小拇指粗细的尼龙绳,把工作面从煤墙数起三排支柱,沿工作面倾斜方向进行联锁,用小尼龙绳拴在支柱的三通阀上(工作面老空排支柱除外)。
工作面沿老塘侧用2.4米的圆木配合单体柱(一梁二柱)打连锁戗棚,要求圆木与兀型钢梁紧密接触,不接触部分用木块背实,连锁戗棚上下成一条直线布置,对于普通支架变形或推扭段,应立即逐棚修正,对于变形较小段,班、队长可视具体情况用一梁二柱戗棚进行加固。
四、工作面上、下端头处的支护与管理:
⑴工作面上安全出口的宽度为1.0米(沿走向),长度为2.5米(沿工作面倾斜方向),采用2.2米兀型钢梁配合单体液压支柱支护,移柱程序和普通支架相同。
⑵工作面下安全出口采用五对十根3.3米兀型钢梁配合单体液压支柱支护,安全出口宽度为1.0米(沿走向推进方向),长度为2.5米上下安全出口正对的巷道上下帮分别用2根3.3米∏型钢梁配合单体液压支柱支护(沿工作面倾斜方向),(附采煤工作面机头、机尾示意图)。
(3)工作面中间两部溜子搭接处采用八对十六根3.3米兀型钢梁配合单体液压支柱支护,安全出口宽度为1m(沿工作面走向),长度为4m(沿工作面倾斜方向,其中上部溜子头以下1.5m,以上2.5m)。
五、工作面超前支护
工作面上下巷在距工作面煤壁20米的范围内巷高应不低于1.6米,且保持支架完整无断梁拆柱。
上、下巷在距工作面煤壁10米的范围内,用2.2米∏型钢梁配合单体液压支柱在巷道上、下帮打一梁三柱抬棚。
上、下巷在距工作面煤壁10-20米的范围内,用2.2米∏型钢梁配合单体液压支柱在巷道上、下帮打一梁三柱抬棚(上巷在巷道的下帮打一排,下巷在巷道的上帮打一排),(附采煤工作面机头、机尾示意图)。
六、煤层注水
为减少采煤工作面在开采过程中浮游粉尘的产生,降低空气中的煤尘含量,并抑制瓦斯涌出、降低温度、湿润胶结煤体、防止片帮冒顶的发生,以达到安全生产的综合效应。
1、根据采煤工作面的地质条件及我矿的技术装备,采用浅孔注水的方式实施煤层注水。
2、注水孔深度3.0—5m,孔间距2.5-3.0m(硬煤层取小值,软煤层取大值)。
薄煤层布置单排孔,孔口距底1.0m,钻孔垂直于煤壁方向,向上的仰角为15°;煤层厚度大于2.5m时布置双排孔,在距底0.7m处布置一排,钻孔垂直于煤壁方向,为水平孔,在与梁齐的位置布置一排,钻孔垂直于煤壁方向,向上的仰角为15°(附注水孔布置图)。
3、注水工具采用一节3m左右的液压管,一端与封孔器相连,另一端与三用阀相连。
4、工作面每推采三排进行一次煤层注水,时间安排在工作面移镏子后进行,此时工作面处于最小控顶距(2.2m)。
5、注水工序分为钻孔、封孔和注水。
具体施工时按以下程序进行:
、将液压泵站的水箱内加入洁净的中性水,并通过调整泵站的压力阀,使压力保持在2~6MPa之间。
、按照注水孔布置图在煤壁上标注眼位。
、钻孔:
用煤电钻和1.5m长的套接煤钻杆配合打眼钻孔。
此项工作需4名工作人员(其中2人负责打眼、2人负责接、拆煤钻杆)、1台煤电钻、4节煤钻杆。
打眼时每两个眼为一组,注意这2个眼不能沿竖向布置。
开始前,先用1.5m长的煤钻打第一个浅孔(1.5m)后,钻杆不拨出,然后,按以下顺序进行:
①打第二个浅孔,接第一个孔的钻杆;
②打第一个孔至要求深度(3.0-5m),接第二个孔的钻杆;
③打第二个孔至要求深度,拆下第一个孔的钻杆后移至第二组眼备用;
④打第二组第一个浅孔,拆下第一组第二个孔的钻杆移至第二组眼备用。
重复以上顺序进行钻孔。
6、一段距离(一般为10m)的注水孔打好后,便可进行封孔,注水工作。
为提高效率,节约时间,封孔注水可安排2组同时进行(每组2人)
7、封孔:
将塑性胶筒封孔器插入注水孔中封孔,要求封孔器必须全部插入注水孔内,以防注水时封孔器破裂。
8、注水:
将注液枪插入与封孔器相连的注水器中,打开注液枪开始注水,一般经10-15分钟后发现煤壁“挂汗”,表明注水范围内的煤体已充分湿润,便可停止注水。
9、打开注水器的卸载阀,抽出封孔器。
10、依上述程序对下一个注水眼进行注水。
11、注水工作全部完成后,将各种工具收齐放好。
12、按比例在水箱内加入乳化油。
并将泵站压力调整到18MPa以上,工作面按正常程序进行推采。
第二节 采煤工艺
一、工艺流程
落煤(掐口、顺帮落煤)→装运煤→支护→回柱放顶→放顶煤→移镏子。
落煤采高为1.8米,放顶煤至见矸石为止。
5班一个循环,一个循环推进1.0米。
二、落煤与爆破
1、掐口:
从工作面安全出口开始,每间隔5m左右掐一个口,掐口前应将掐口预计所做棚的主梁的煤墙柱,移支到副梁的中心位置,为防止片邦,掐口上头主梁的煤墙柱不能移动。
(附示意图2-1、2-2)。
掐口宽度为1.2m,掐口高度为0.8m,掐口采用手镐和钢钎配合落煤,严禁放炮,(附示意图2-3)。
超前破煤完成后,先摘下两根主梁柱,然后将付梁前移(如煤层松软有冒落危险时,每次过半梁),并用荆拍、川杆、板皮等护顶材料背好顶部,按爆破图表打掐口眼进行爆破,掐口眼深1.1米,装药量一卷,封泥长度不小于0.5m,(附示意图2-3,爆破图表2-5)。
然后出煤,打贴帮柱、背帮,(附示意图2-6)。
2、顺帮落煤:
顺帮落煤执行以下作业程序:
在每个掐口处,由上向下推采,背好掐口的一侧(向下推采背好掐口上帮),面向另一侧撺梁3-4棚-打顺帮眼松动底煤-出煤-打贴帮柱、背帮,用此方法推通所有煤墙。
顺帮眼深1.2m,装药量一卷,封泥长度不小于0.5m,(附爆破图表2-7)工作面放炮撤退距离应不小于30m。
3、工作面从安全出口开始每间隔5m掐口开一个节头,打眼工用两台风动煤钻分段同时打眼。
炮眼角度为:
炮眼与煤壁夹角为85-900,顶眼仰角为5-100,底眼在垂直面上向底板方向保持10-200的俯角,为了避免崩翻输送机,底眼眼底高出底板约0.3米,底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输送机上部水平面以上。
为了不崩倒支架,使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。
4、炮眼布置方式:
炮眼采用单眼沿倾斜方向布置,保证爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少,打眼劳动强度低,炮眼深度1.2米,装药量根据煤质而定。
一般情况下炮眼眼装药量为225克,煤软时,每个眼可装药150克,每个炮眼封泥长度不小于0.6米。
5、爆破方法:
采用串联法连线,严禁采用并联连线爆破。
一次装药一次起爆,禁止一次装药分次起爆,为了保证输送机不被爆破落煤压死,输送机运转不正常时,不得放炮。
三、装煤与运煤
工作面采用SGD420-22型及SGD320-17型刮板输送机运煤,在单体液压支柱及∏型顶梁所构成的支架掩护下,输送机移到第1、2排之间。
爆破落煤后,开动输送机把落在输送机上的煤运走,认腿时把煤霍到输送机上运出工作面,同时回收空区排的浮煤。
四、工作面支护和采空区处理
工作面使用单体液压支柱和∏型顶梁支护,采用二梁五柱对棚布置,最大控顶距为4排支柱,最小控顶距为3排支柱,排距为1.0m,柱距为0.5m。
当工作面推进到第四排支柱时,对采空区处理进行回柱放顶,使采空区直接顶直接垮落。
并且使用荆拍堵住矸石,防止垮落矸石滚到工作面。
五、放顶煤
1、放顶煤操作方法
煤层厚度0.2-5.0m之间,平均厚度4.0m,工作面采1.8m厚的煤,放煤厚度为0-3.2m,即采放比为1:
1.78。
在工作面初采初放时,严禁放顶煤,只有老顶跨落后顶板无异常时,放顶煤工作才可开始,放顶煤工序安排在放顶后移溜子之前进行,此时镏子紧挨老塘柱。
工作面采用分段放顶,放顶段距不小于5米,放顶段距顺帮落煤段的距离不小于5m。
开始放顶前应用坑木、荆拍、川杆将放顶处下部堵好,防止碴块滚落下部埋住单体液压支柱,并同时用串杆、荆拍堵住临近老空排的溜子帮下半部,防止碴块滚入溜子排,然后从下向上,由里向外,一次一棚进行回柱,回柱时先用卸载手把对单体柱进行轻微卸载,若无大面积来压危险时可直接用卸载手把进行卸载,若有大面积来压危险时,先用单体柱对放顶棚进行临时支护,然后回柱。
回柱必须使用回柱器,并有两人配合操作严禁一人进行放顶作业,空区排柱回出后,应及时转到煤墙排,同时主梁前移,将回出的柱做为主梁的贴帮柱及时打好,附图(2-8)推采第二排程序:
超前破煤完成后,将主梁前移,附图(2-9)在工作面推采过程中,主、付梁轮换前移,严格参照附图施工。
工作面上巷后尾应与空区排放齐,后尾支架里必须冒落充实,如果冒落不实,必须强行放顶,不允许在里面留有空间。
工作面下巷可滞后工作面空区排1.5m,但后尾也必须冒落充实,上下巷除正常的安全加固以外,还必须沿倾向在空区排打上一梁二柱的抬棚。
,放顶与放煤口的距离应大于5m,回出的材料要及时外运,并分类堆放整齐。
放顶煤工序是回采工作的关键工序,其关系到资源的回收率,单产、工效、煤质、安全等各项工作技术经济指标,主要是确定合理的放顶煤参数,以提高煤炭的放出率和煤质,降低煤尘,确保安全生产。
根据我矿现有工作面的装备和工人素质,以及各单位的成功经验,我矿采用老塘侧低位放煤法,放煤口必须开在单体柱手把下,开口尺寸为400×400mm(宽×高),放煤口间距不小于5m,在大顶未落之前,严禁放顶煤,在大顶落后,按照上述放顶与放煤口的间距进行放煤。
放顶煤关键取决于工作面的工程质量,特别是顶帮老塘侧的背设及支架的架设有无危棚、推磨倒仰棚等不合格工程,放顶煤之前首先要加固工作面支架,并沿放顶线打倾向采空区的连锁戗棚,放顶煤采用多口间隔、多轮的方式,第一轮沿工作面倾斜方向由上向下,每隔5m在老塘帮开一放煤口,同时开口不超过两个,防止放煤过多压死镏子。
放煤口打开后,老塘内顶部煤自然流出,待煤流完见矸石流下时,应立即用稍子、串杆、荆拍将口堵严背紧,防止矸石窜入工作面,第一次开的两个口煤放完后,依次下移隔一个放煤口间距依次放煤,第二轮在相隔的5m中间2.5m处,由上向下依次开两个口放顶煤,直至工作面结束,每次放顶煤后必须及时加固好放顶煤段的棚子,方可继续进行,放顶煤时若支架变形严重或有异常时应立即停止放煤,及时加固支架。
2、放顶煤安全措施
(1)放顶煤前,工人和干部必须统一认识,集中学习和熟悉掌握放顶煤技术措施,必须做到"四不"即有隐患或不合格的工程不处理不得开口,措施学习不到位不得开口,不具备放顶煤条件的地方不准开口,开口前开口位置必须有成捆的稍子、串杆和其它支护材料,否则不准开口。
(2)工作面每推进1.0m,进行一次放顶煤,即放煤步距为1.0m。
(3)工作面采用低位单轮,间隔多口放煤,即沿工作面倾斜方向,每5m距离分一个放煤口,放煤口与槽沿平齐,开口间距为5.0m。
(4)距下端出口5m,不放顶煤,距上端出口5m,不放顶煤。
(5)初次放顶煤,在初期来压以后开始放顶煤,即工作面推进到8-10m以后、工作面推进到停采线以后,停止放顶煤
(6)工作面上下安全出口不准开口放顶煤,支架变形严重推磨或倒仰严重的地点不准开口放煤。
(7)在放顶煤过程中,人员必须坚持在开口处,发现支架变形推磨或出现异常时必须立即堵口,并用荆拍背实,待支架重新加固好后,方可重新开启放煤。
(8)施工期间,必须保证开停溜子信号应清晰明确。
(9)在距最后一个放顶煤口的回风流2m处悬挂便携式瓦斯报警仪,瓦斯超限时不准放煤。
六、采煤工作面正规循环生产能力
工作面回采时5班一循环
1、循环进度1.0米,采高按工作面平均采高,回采率95%。
2、循环产量W=L×S×h×r×c=130×1×4×1.4×95%=691.6t
3、月进度90÷5×1.0=18米
4、月产量90÷5×691.6=12448.8吨
5、可采期190÷18=10.5(月)
式中W--工作面正规循环生产能力,t;L--工作面循环长度,m;C--采出率,%
S--工作面循环进尺,m;R--煤的容重,t/m3;H--工作面平
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