毕业实习报Word文档格式.docx
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矿井装有KJ-90瓦斯监测监控系统一套,能不间断的监测井下所有采掘工作地点的瓦斯浓度、二氧化碳浓度、温度、风速、风门开关、局扇开停状态。
系统容量大,性能稳定,能满足矿井安全生产的需要。
防灭火灌浆系统:
金佳矿井原开采的9#煤层具有自燃倾向,也曾经着过火,因此矿井建有注浆系统和注氮系统各一套,所有注浆、注氮管路按要求铺设到相应地点,泵的能力、管路直径都能满足防火灭火要求。
洗煤系统:
矿井地面建有年洗煤能力为300万吨洗煤厂一个,建有二个一万吨的精煤灌和一个一万吨的原煤灌,厂内全是皮带运输,洗出的煤灰分在30%左右,能满足用户的要求。
3、1112采面实习总结
一、工程概况
1112综采工作面为11采区1#煤层一区段采面,上部无采掘工程,下部1132及1134采面已回采结束。
采面概况表1
概况
煤层名称
1#
水平名称
+1721m
采区名称
11采区
工作面名称
1112
地面标高(m)
+2225~+1925
工作面标高(m)
+1876.6~+1809.7
采面位置
对应地表位置为J92,92勘探线,地面无村庄,河流.
采面坐标为:
X:
2842200~2842800
Y:
35451600~35452200
井下位置及四邻采掘情况
该工作面北起1号层回风上山,南至1112切眼,
上部无采掘工程,下部有已回采的1132、1134及1172、1174采空区.
回采对应地面设施影响
对应地表无村庄、河流,只有季节性山沟水。
走向长(m)
533~536
倾斜长(m)
面积(m2)
81252
534
164
储量(万吨)
16.9
煤层情况
煤(矿)层总厚(m)
1.4~1.2
煤层结构(m)
煤层倾角(度)
18--23
1.3
夹三层夹矸
22
可采指标
稳定程度
较稳定
煤质情况
M
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
1.5
30
14.29
8486
1
SM/PM
采煤方法
走向长壁后退式
顶板管理方法
全部垮落法
作业方式
三·
八作业制
有无煤尘爆炸危险性
有
是否为自然发火煤层
否
是否为突出煤层
所在区段
一区段
地面有无村庄、河流
无
二、煤层的赋存情况
1112采面构造复杂,夹矸1~3层,为泥岩或炭质泥岩。
煤层较稳定,倾角18°
~23°
平均22°
,煤层厚度1.2~1.4m,厚度变化较大。
该采面地质构造发育,回风巷揭露正断层3条,运输巷揭露正断层3条,切眼揭露一条落差为0.5米的逆断层。
由于该采面构造发育,造成顶板破碎,回采时要加强顶板管理,可能还有未揭露的小断层,在回采过程中再作调查。
三、水文地质情况
该采面涌水主要为上覆煤系地层和飞仙关砂岩的孔隙水和裂隙水,补给源为大气降雨,含水性弱,补给途径为风氧化裂隙水,雨季(5~10月)涌水量大最大涌水量4.2m3/min正常涌水量0.8m3/min
四、瓦斯及煤尘
金佳1#煤层煤尘具有爆炸危险性,绝对瓦斯涌出量为9.75m3/min,在回采过程中必须加强通风及防尘管理工作,确保安全生产。
五、储量及可采期
1、储量
工作面煤炭储量=面积×
煤厚×
容重
Q工=164×
534×
1.3×
1.6=182158.08t=18.22万t
可采储量=工作面煤炭储量×
回采率
Q可=18.22×
0.95=17.31万t
2、工作面可采期
工作面可采期=Q可/月产量=17.31/4.37=4个月
六、综采设备配置及采煤工艺
(一)、采面设计、采面巷道布置概况
采面走向长度534m,倾向长度164m,可采储量17.79万t,设计生产能力6.7万吨/月,可采期为6.5个月。
(二)、运输巷、回风巷、开切眼布置方式:
运输巷、回风巷沿煤层顶板、走向布置,切眼沿煤层顶板、倾向布置,开切眼贯通形成系统。
(三)、巷道支护
运输巷、回风巷采用锚网+锚索支护,在遇断层顶板破碎带采用U型棚支护,切眼采用锚杆+锚索支护。
(四)、设备配置
1、采煤机:
1)型号:
MG-2*100/460-WD
2)电机功率:
460kw
3)电压等级:
1140v
4)截深:
600mm
5)滚筒直径:
1.25m
6)滚筒转速:
60.5r/min
7)牵引速度:
0~6m/min
8)牵引方式:
交流变频电牵引、液压无链
9)最大牵引力:
350KN
10)主机重量:
22T
11)循环进度:
0.6m
12)进刀方式:
机头、机尾割三角煤斜切进刀,其进刀斜长大于30m。
2、液压支架:
液压支架:
工作面采用ZY2600/8.5/17型掩护式液压支架支护顶板。
ZY2600/8.5/17型支架的主要技术参数:
1)、高度:
0.85~1.7m
2)、宽度:
1.46m
3)、采煤范围:
支架最高-200㎜,支架最底+400㎜
4)、支架中心距:
1.5m
5)、支护强度:
0.35~0.45MP
6)、支护初撑力:
2180KN
7)、支护工作阻力:
2600KN
8)、支架重量:
72KN
9)、支架移架步距:
0.7m
10)、安装支架数:
110台
3、采面刮板输送机:
SGZ-730/2×
200
2×
200KW
1140/660V
4)运输能力:
800t/h
5)链速:
1.1m/s
6)安装长度:
153m
7)单链破断力:
≥610KN
8)中部槽规格:
1550×
730×
330
4、顺槽溜子:
SGW—40T
55kw×
2
660v
4)链速:
1.5m/s
5)运输能力:
180T/h
6)铺设长度:
60m
5、胶带输送机:
SSP-800/2×
55
55KW
660V
4)带速:
2.5m/s
280t/h
6、乳化泵:
DRB-200/31.5型乳化泵、BRW-200/31.5型乳化泵
7、开关:
KBZ-630/1140馈电开关(3台)、BQD7-315/1140真空开关(2台)、QBZ-200真空开关(2台)、BQD7-80N绞车开关2台。
2、机电设备配备表
设备名称
设备型号
台数
安设位置
备注
移动变电站
KBSG-1000/10
1#层上山
KBSG-500/10
真空馈电开关
KBZ-630/1140
3
真空组合开关
BQD7-315/1140
真空磁力开关
QJZ-4×
315/1140D
运输巷
绞车开关
BQD7-80N
回风巷及运输巷
信号综保
ZXZ8-2.5
采煤机
MG-2*100/460-WD
工作面
刮板输送机
SGZ-730/2*200
转载运输机
SGW-40T
顺槽
皮带机
SSP-800/55
乳化液泵站
DRB-200/31.5型乳化泵
BRW-200/31.5型乳化泵
液压支架
ZY2600/8.5/17
110
采面
七、采煤工艺
(一)、采煤工艺
斜切进刀割煤移架推溜
1、采煤方法:
1112综采工作面采用单一走向长壁后退式回采。
2、进刀方式:
采煤机端头斜切进刀割三角煤。
3、工艺过程:
采煤机上行割煤到机尾→滞后采煤机后滚筒3~5m拉架→滞后采煤机后滚筒15~20m移溜→采煤机在上行割三角煤→采煤机下行割到机头→滞后采煤机后滚筒3~5m跟机拉架→滞后采煤机后滚筒15~20m移溜→采煤机割煤到机头→拉机头段支架移机头段刮板输送机→采煤机向下割三角煤→采煤机上行至进刀位置。
一次采全高,循环进度0.6m(详见进刀方式图)。
4、割煤
采煤机双向割煤,往返一次割两刀,沿煤层顶底板回采,顶底板割平,不得出现台阶,煤壁平直、无伞檐。
工作面采高1.2~1.4m。
采煤机割煤时,若遇到断层应采用先放炮的方式进行时,放炮时采煤机距离放炮地点不小于10m,严禁采用强行割顶底板矸石。
断层地段采煤机必须放慢速度,过断层的一切工作,区、队长必须现场指挥。
断层地段采高可适当降低,但最低采高不得低于1.2m。
5、装煤
利用采煤机螺旋滚筒旋转装煤。
6、运煤
利用SGZ-730/2*200刮板输送机将采落的煤炭运至顺槽,通过SGW-40T溜子转载和SSP-800/55皮带运出。
7、移架
移架前必须先将采面校直绳放好,严格控制好移架步距。
移架随割煤工作的进行滞后采煤机后滚筒,按从下往上或由上往下的顺序进行,割煤后及时将支架拉抵到煤壁支护顶板。
端头三架支架的移架顺序为:
先移第三架,再移第一架,最后移第二架。
采用邻架操作。
移架时,先降柱,后移架,支架要移成直线,遇到煤壁片帮地段,支架要及时拉架支撑顶板。
支架移好后必须将支架升紧,支架必须接顶严实。
移架步距0.6m,移架时支架下降距顶板100mm~200mm。
在过顶板破碎地段或断层时为防止冒顶,支架要采取带压擦顶移架,端面距不超过450mm。
8、推溜:
在割煤、移架后,滞后采煤机后滚筒15m~20m按从上往下或从下往上的顺序移溜,不得从机头和机尾同时向中间移,移溜时分二次移到位,每次推移300mm~500mm,不得一次推到位。
移机头机尾时必须停机移溜,移中部槽时必须在刮板输送机运行中使用液压支架的推移油缸进行,不得停机移溜,并且保证将刮板输送机移平、直、稳,推溜不得出现急弯,以防出现断链或溜槽错口;
移溜步距为0.6m。
9、清理:
工作面推溜过后,攉煤工必须及时将支架底座前方及支架间的浮煤清理干净后方可拉架。
每班班末攉煤工必须将采面上的浮煤清理干净,支架间的浮货必须清理干净。
2、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
=164×
0.6×
1.6×
0.95=194.4384t
式中:
W——正规循环生产能力,t;
L——工作面长度,m;
S——正规循环推进长度,m;
h——采高;
γ——煤的容重,t/m3;
c——工作面采出率,%
八、生产系统
(一)通风系统
1、通风方式:
工作面采用“U”形、上行通风方式。
2、通风系统:
新鲜风:
地面→轨道斜井→1745轨道石门→1745联络石门→1745运输石门→1112运煤联络巷→1112运煤平巷→1112运煤斜巷→1112运输巷→1112采面
污风:
1112采面→1112回风巷→1873回风石门→1840回风斜巷→1840回风石门→回风斜井→地面。
3、风量计算
根据1112上、下巷掘进期间的瓦斯涌出情况连同临近层瓦斯涌出情况推算得:
1112采面回采期间瓦斯绝对涌出量为9.75m3/min,采用上隅角留管抽放结合风排解决瓦斯,在1112回采期间安设一趟8寸瓦斯抽放管,其抽放率预计抽总瓦斯涌出量的30%,风排70%;
即风排为9.75×
0.7=6.83m3/min。
根据采面配风标准计算:
1112采面回采期间配风量为956m3/min,方法计算略。
回采过程中,必须保证通风断面,确保正常通风。
(二)、瓦斯抽放系统
采用在上巷铺设一趟8寸瓦斯管道,利用瓦斯泵站负压抽放的方式进行上隅角留管抽放。
采面回采前完善,留管抽放管路为:
1112回风巷上隅角→1112回风巷—1873回风石门→1840回风斜巷→1840回风石门→金一回风斜井→金一瓦斯泵房。
(三)、监测系统
1、T0瓦斯探头安设在上隅角
瓦斯报警浓度为:
CH4大于等于0.8%;
断电浓度为:
复电浓度为CH4小于0.8%
2、T1瓦斯探头安设在采面上出口煤壁往外5米以内
3、T2瓦斯探头安设在1112回风巷开口往里5~15m处
4、T3瓦斯探头安设在1112采面下出口煤壁往外5~15m范围内
CH4大于等于0.5%;
复电浓度为CH4小于0.5%
5、T0、T1、T2、T3断电范围为采面及其进回风巷内的全部非本质安全型电器设备。
6、CO、温度、风速传感器严格按照监测队给定的监测系统图安装。
7、工作面设专职瓦检员检查瓦斯,瓦斯检查地点为:
工作面回风流、工作面上隅角和工作面风流,每天每小班检查3次,检查结果记录在瓦检手册和现场瓦斯检查牌板上。
8、瓦斯监测装置必须灵敏可靠,并每天派专人维护。
(九)、运输系统
一、运煤
1112采面→1112运输巷→1112运煤斜巷→1112运煤平巷→1112运煤联络巷→1745运输石门→煤仓
二、运料、设备
1、采面材料运输线路:
地面→提前出煤平硐→1873回风石门→1112回风巷→1112采面
2、工作面材料、设备回收线路与运输线路相反。
(十)、供电系统:
有专用的供电系统图和设备布置图。
(十一)、供排水系统
1、供水系统
1112运输巷供水线路:
地面高位水池→提前出煤平硐→1873回风石门→1#层上山→1112运输巷。
1112回风巷供水线路:
地面高位水池→提前出煤平硐→1873回风石门→1112回风巷
2、排水系统
1112回风巷排水:
1112回风巷→1#层上山→1112运煤斜巷→1112运煤平巷→1112运煤联络巷→1745运输石门→1745轨道石门→1721水平运输大巷→主平硐→地面水池
1112运输巷排水:
1112运输巷→1112运煤斜巷→1112运煤平巷→1112运煤联络巷→1745运输石门→1745轨道石门→1721水平运输大巷→主平硐→地面水池
3、进入雨季,雨水量大,根据实际情况,另报相应排水措施。
(十二)、防尘系统
一、防尘设施:
1、在1112上下巷距工作面20~30m处各设一水幕。
2、运输线内各转载点必须设置喷雾洒水防尘。
3、采煤机必须设置内、外喷雾。
4、回风巷、运输巷管路每隔50m设置一个三通,且每个三通要安设20m盘管做洗尘用。
(十三)、防灭火系统
1、一氧化碳和温度监测系统
1112回采工作面的一氧化碳和温度监测传感器设置4组。
即采面进风巷煤层变厚及有构造地段一组,采面超前支护外段一组,采面回风巷里段、外段各一组。
并接入矿井瓦斯监测系统,实现对采面煤层自燃发火敏感参数——一氧化碳和温度的实时监测。
另外,安排专人使用红外线测温仪对1112上下巷各测点进行日检并做好台帐和记录。
2、注氮系统
铺设一趟注氮管作防灭火使用,其路线为:
地面注氮泵→提前出煤平硐→1873回风石门→1#层上山→1112运输巷。
(十四)、通讯系统
:
(1)顺槽溜子机头、每部胶带输送机机头、泵站、回风巷无极绳绞车机头、采面上下出口20米范围内各安设一台电话,所有电话都可以直接与调度或相互间联系通话。
(2)、采面从上端头到下端头必须每隔15m在支架下安设一台语音信号来保证采面的通讯,顺槽溜子机头、每部皮带机头、回风巷无极绳绞车机头各安设一台语音信号。
(十五)、安全技术措施
为了保证采煤工作面安全生产,制定有严格的初采和周期来压、落煤、装煤、运输、移架顶板管理、工作面推溜及防滑、支架防倒、上下安全出口及端头支护、上下尾巷超前支付及尾巷回收、过断层及预防漏帽顶等各项安全技术措施。
(十六)、避灾路线
1、火、瓦斯、煤尘事故
位于事故地点进风侧的人员,应迎风撤出。
其线路为:
1112采面→1112运输巷→1112运煤斜巷→1112运煤平巷→1112运输联络巷→1745运输石门→1745运输联络石门→1745轨道石门→轨道斜井→地面
位于事故地点回风侧的人员,必须先佩带好自救器,及时撤至新鲜风流巷道,其路线为:
1112采面→1112回风巷→1873回风石门→提前出煤平硐→地面
2、水灾路线
(十七)、劳动组织及循环作业
一、循环作业
采用昼夜循环的作业,每进一刀,移一次架,推一次溜为一个循环。
循环进度为0.6m,昼夜完成九个循环,每小班完成三个循环。
二、作业方式
工作面采用"
八"
制作业,三班出煤,班前检修。
时间安排:
检修割煤检修割煤检修割煤
8点——→10点——→16点——→18点——→0点——→2点——→8点
三、劳动组织
1、工作面内支架工、机组司机等专业工作人员定岗追机作业。
2、采面溜子司机、顺槽刮板输送机司机及胶带输送机司机定岗作业。
3、上、下端头支护为专业工作组定岗定点作业。
4、检修专业工作人员定岗定额作业。
5、浮煤工为定岗分段定额作业。
四、组织措施
1、每班开工前,当班班队长、安检员、瓦检员必须检查采面的安全情况,无任何安全隐患后方可开工。
2、进行各项作业时,当班班队长为现场安全第一负责人,切实要加强安全监督力度。
3、安检员必须在现场负责安全监督工作,有隐患及时汇报处理。
4、作业过程中,有各种安全隐患征兆时,现场负责人必须及时将人员撤至安全地点,并及时汇报调度,待采取相应措施进行处理好后,方准继续作业。
5、作业人员佩带好隔离式自救器,班队长、流动电钳工及机组司机必须佩带便携式瓦检器。
4、开拓大巷实习总结:
由于矿井生产需要,1721大巷现正实行改造,分南、北工作面同时施工,考虑到巷道今后维修量小,维护费用低,现重新改造的大巷布置在坚硬的玄武岩中,设计断面21.5m2,喷浆支护,采用人工打眼装药放炮掘进,ZCY-100R全液压侧卸式装岩机装岩,机车运输、绞车提升等平行作业方式,月进尺可达80—100米,为了矿井的发展,同步开拓工程还有21行人下山,同样布置在玄武岩中,用绞车运输,设计断面21.5平方米,喷浆支护。
5.矿井通风实习总结:
金佳矿属于高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井,已开采和揭露的煤层中,7#煤层已发生突出多次,9#煤层具有自燃倾向,在掘进过程中也曾发生过自燃,因此矿井中的“一通三防”工作显得尤为重要,目前,金一采区和金二采区地面各设有两台同等能力型号为BDK618-8-NO25的主要扇风机,采用双回路供电,抽风量8800m3/分—9000m3/分,能满足矿井安全的需要,井下全采用FBDNO2*45(2*30)KW局扇供风,该风机噪音小、风压大、供风距离长,所有局扇严格按标准要求安设,实行“三专供电”,全矿现有局扇26台,风筒按标准要求吊挂,井下通风设施按标准要求施工,井下按标准要求完善了所有的防尘设施和隔外设施,对井下的“一通三防”设施设备定期检查和维护,井下瓦斯治理采取开采保护层和本煤层预抽等综合防实措施。
地面在金一和金二采区各建有两个瓦斯抽放泵站,每个泵站分别设有5台瓦斯泵,型号分别:
420型、520型、670型、C52型,瓦斯的抽放管道为14、20寸,泵房有专人值班,双回路供电,井下严格加强抽放系统的管理,采取各种措施提高抽放效果。
瓦斯监测监控完善,所有采掘作业点和其他相关地点,系统维护和管理到位。
供电可靠,运作正常,井下现有分站21台,管理人员下井严格使用便携式检查瓦斯,现全矿共有便携式460台,地面各项管