11141采煤规程完整.docx
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11141采煤规程完整
第一章概况
11141采煤工作面位于矿井西北翼+1355m~1365m标高之间。
该工作面平均走向长99.8m,平均倾斜长度412m,平均煤厚0.7m,煤层倾角平均5o,煤层生产能力0.98T/m2。
工作面生产期间,预计主要影响因素有:
1、瓦斯:
瓦斯含量低,如果通风不畅,会造成采面上隅角瓦斯积聚,因此在回采期间需切实加强通风管理。
2、水患:
该面主要受煤层露头采空区积水影响,在掘进采面运输巷、采面回风巷和掘进采面开切眼期间,加强探放水工作,按设计留足安全煤柱,回采期间注意观察顶板裂隙涌水变化情况和工作面煤壁是否存在涌水征兆,情况危急时立即报告调度室,并迅速撤出受水威胁区域人员到安全地点避险,采取排水措施加强防治水工作。
该工作面采用高档普采工艺、倾向长壁采煤方法。
预计2012年月份投产,2012年月份回采结束。
第二章地质说明书
1、工作面位置与邻近工作面关系:
见11141采面位置图
2、工作面与地表关系:
该面与对应的地表高程最高点1485m,最低点1420m。
与地表高差;回风巷60—122m、运输巷65—125m,地表为山坡林地,无湖泊水体,无民宅建筑。
3、工作面特征及储量:
(见表)
工作面要素
最大
最小
平均
开采平面积(m2)
41117.6
走向长度(m)
102
97.6
99.8
地质储量(吨)
40295.25
倾斜长度(m)
415
409
412
可采储量(吨)
39086.39
倾角(o)
6
4
5
容重(t/m3)
1.4
煤层厚度(m)
0.8
0.6
0.7
回采率(%)
97
4、煤层结构:
该面煤层结构简单,较稳定,硬度系数f>1.4,其生产能力为0.98T/m2。
5、顶底板岩性及其稳定性:
工作面直接顶为浅灰色泥质粉砂岩,含大量植物碎片,老顶为灰岩,底板为粘土质粉砂岩(厚0.1~0.3m),遇水易膨胀。
6、地质构造:
无断层和大的褶皱影响。
7、水文地质:
受露头小窑采空区积水影响,在回采期间,应加强探放水和防治水工作。
8、瓦斯地质:
2008年、2009年及2010年瓦斯等级鉴定批复,金昌煤矿为低瓦斯矿井。
据《备案批复》资料,M14煤层在开采1336m标高以上煤层时,按突出矿井中非突出区域进行设计和管理。
9、其他开采技术条件
①煤层自燃倾向性
根据矿井煤层鉴定资料,矿井按Ⅲ类不易自燃煤层进行管理和设计。
②煤尘爆炸性
根据矿井煤层鉴定资料,矿井按煤尘无爆炸性进行设计和管理。
⑶煤与瓦斯突出
开采M14煤层1336m标高以上煤层时,按突出矿井中非突出区域进行设计和管理。
⑷地温
区内未发现地温异常区,地温正常。
矿井按地温正常矿井进行设计和管理。
5)水文地质条件
本区水文地质类型属裂隙充水矿床,水文地质条件中等
9、煤质情况:
(见下表)
煤层
编号
灰份
(%)
硫份
(%)
水份
(%)
发热量
(大卡/kg)
煤层
稳定性
煤质
牌号
变化
情况
备注
M14
17.86
1.46
2.09
6000以上
稳定
无烟煤
简单
回采时
加强煤
质管理
煤岩
类型
黑色,块状、碎块状,条带状至线理状结构,半亮型、半暗—半亮型,亮煤和少量暗煤夹少量镜煤条带组成。
玻璃、似金属光泽,参差状断口、阶梯状断口,裂隙较发育,质较坚硬。
第三章采煤
1、采煤方法及采煤工艺流程:
根据煤层赋存条件和采区设计方案及我矿开采经验,采用倾向长壁后退式采煤方法,用MG100/111—TPD型交流电牵引采煤机割煤,单体外注式液压支柱支护。
工作面端头6—7m长割煤缺口用MZ—1.2型煤电钻打眼,装入煤矿许用乳化炸药,以1—5段毫秒延期雷管引爆,,MFB—200型发爆器起爆。
2、落煤方式:
爆破落煤(作割煤缺口)
a、打眼方法:
炮眼采用单眼布置,打眼前先敲帮问顶,支护齐全,消除一切危险因素。
用MSZ-1.2型电煤钻和煤电钻杆打眼,禁止套用老眼或残眼。
在完好支架及临时支护保护下操作,与回柱平行作业间距不小于10m。
打眼时,禁止开采煤机和运输机,人员不准站在运输机内。
打完眼后,电煤钻、水管要拉到上下平巷支架完好处盘好,并将电煤钻停电。
打眼执行《煤矿工人技术操作规程》采煤专业采煤打眼工部分的有关规定。
b、爆破方法:
用乳化炸药和1-5段毫秒延期雷管定炮爆破,串联连线,正向爆破,定炮使用水炮泥和炮泥,每次定炮不准超过20炮,一次装药,一次起爆,放炮母线长度大于100m,拉躲炮半径大于100m,躲炮时间大于30分钟,放炮母线必须使用专用小电缆。
放炮执行“一炮三检”、“三人连锁”及“放炮警戒”制度,放炮前后,对放炮地点前后30m范围洒水灭尘。
放炮打歪的支柱及时处理。
放炮使用专用放炮器,禁止放明炮、糊炮、明火放炮及短母线放炮。
定放炮及火药管理执行《煤矿安全规程》315-342条、《煤矿工人技术操作规程》采煤专业采煤放炮员部分的有关规定。
机采落煤
根据我矿开采的M14煤层的厚度,选用MG100/111—TPD型单滚筒采煤机落煤,采煤机滚筒直径500—600mm、截深0.8m。
煤机每割一刀煤后,推溜0.8m,支柱前移0.8m。
(1)、工作面采高:
当煤厚稳定在0.70m时,工作面沿底板回采;当煤厚低于0.60m时,沿顶破底板回采。
工作面最低采高为0.60m。
(2)、采煤机的进刀方式:
机头正切式方法进刀。
滚筒截深0.8m。
(3)、采煤工艺流程:
割煤→移溜→支柱→回柱。
3、装煤及运煤方法:
工作面选用SGB—620/40T型可弯曲刮板运输机运煤,煤机割煤后,煤由采煤机自行装入刮板运输机外运。
运输机采用单体移置,推溜滞后煤机大于15m。
采面运输巷安装SZB—730/40转载机和SSD800/2×40可伸缩带式输送机。
其运煤流程为:
工作面→采面运输巷→皮带巷→井底装载点→主斜井→地面。
第四章顶板管理
第一节顶板管理方法
工作面采用全部垮落法管理顶板。
第二节工作面基本支护
支柱和支护形式的选择
(1)、根据矿井目前采区巷道揭露和以往资料显示,工作面直接顶为Ⅱ类坚硬顶板,直接顶的强度指数为41.06kg/cm2,底板为Ⅱ类松软底板。
(2)、回采工作面支柱的选择
工作面采用DZ06-30/100(支撑高度0.485~0.630m)和DZ08-30/100(支撑高度0.578~0.80m)型单体液压支柱,点柱支护,支柱排距0.8m、柱距0.8m,“三、四”排控顶,最大控顶距3.9m,最小控顶距3.1m,放顶步距0.8m,全部跨落法管理顶板。
A、支柱的型号选择计算
第一步确定顶板下沉量:
SL=η×M×L=0.025×0.7×3.9=0.068m=68mm
式中:
下沉系数η由于无邻近工作面借鉴,取0.025。
第二步确定规格:
采用DZ型单体液压支柱:
Hmax=Mmax+b=800=800mm
Hmin=Mmin-SL-b-a=600-68-3=529mm
式中:
SL为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量;Mmin为工作面最小采高;Mmax为工作面最大采高;b为顶梁厚度0mm(该工作面顶板完好选用点柱支护);a为支柱的卸载高度,取3mm。
由于煤层厚度变化较大,设计选择DZ06-30/100(支撑高度0.485~0.630m)和DZ08-30/100(支撑高度0.578~0.80m)型单体液压支柱配合使用,当煤厚为0.65m以下时用DZ06-30/100型单体液压支柱,当煤厚为0.65m以上时用DZ08-30/100型单体液压支柱。
B、支护密度验算
支护的强度:
P=(4~8)×M×γt/m2
P=6×0.8×2.5=12.00t/m2
式中:
M为最大采高,0.80m;γ为顶板容重,取2.5t/m3。
按6倍取值。
首采工作面长99.8m,因此采场最大面积S=99.8×3.9=389.22m2。
所设支柱数n=[(99.8/0.8)+1]×4=503根,则支护密度为503/389.22=1.292根/m2,单体液压支柱每柱的平均承载能力为12÷1.292=9.29t/根。
DZ06-30/100单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t,考虑相关因素的影响,使支撑能力减小,承载能力考虑0.9的系数,则每根支柱的承载能力为30×0.9=27t/根。
支柱实际需要提供的支护强度为9.29t/根,而支柱的支护强度为27t/根,因此,工作面的支护密度足够满足支护采场顶板的要求。
根据工作面采高及现有技术装备,决定采用DZ06,08-30/100单体液压支柱点柱支护,初撑力90KN,使用大流量三用阀,软底时支柱采取穿鞋支护。
工作面基本支护规格表
名称
支护形式
支柱(m)
控顶距(m)
支护参数
顶板管理方式
放顶步距
排距
柱距
最大
最小
密度
强度
支回
切顶
规格
点柱
0.8
0.8
3.9
3.1
1.292根/m2
38.76t/m2
见4回1
密集支柱
0.8m
第三节机(炮)道支护
一、机道宽度、贴帮柱、临时柱。
机(炮)道(含刮板运输机)宽1.5m,在刮板运输机与煤壁间沿刮板运输机打临时柱。
贴帮柱、临时柱连续支设时,柱距1.6m。
二、机(炮)道支回贴帮柱、临时柱的要求:
贴帮临时柱沿刮板机跟机支设,支设贴帮临时柱前必须先敲帮问顶,摘除悬矸活石。
回贴帮临时柱,及时敲帮问顶,在专人监护下进行。
回临时柱移溜后及时打上基本柱。
第三节两巷超前支护
一、采面运、回两巷超前支护距离,超前支护基本形式,排距,柱距
超前支护自切顶排向外不小于30m。
采用DZ30-30/100型单体支柱,HDJA-800型顶梁。
超前支护基本形式为:
双排柱梁,两巷排距均为0.8m,柱距不大于1.0m。
在切顶排以里支设两棵关门柱,关门柱升紧打牢。
二、支护要求
双排超前支柱支在锚带或棚头下,局部超高处采用顶梁之上穿木梁的方式支护顶板。
初撑力不小于50KN。
三、采面运、回两巷高度要求
采面运、回两巷出口自煤壁向前20m范围内,高度不小于1.6m,20m以外不小于1.8m,设专人清理维护,及时维修更换断梁折柱,锚带维护段有漏顶危险时及时架棚维护。
第五节切顶线支护及工作面加强支护稳定性措施
一、切顶线特殊支护材料、规格、要求:
工作面采用密集支柱切顶,初放及正常推进过程中,悬顶大于2×5㎡时,按间距8m加丛柱,正常情况下只保留采面运、回两巷各一组丛柱,每组丛柱由4棵单体配2根钢梁(1m),随工作面切顶排回收向前移动,移动步距0.8m。
二、加强支护稳定性的措施
(a)支柱要拉线支设,保持1-3°迎山角,不得支在浮煤(矸)上,软底处支柱全部穿鞋。
(b)支柱进采面前要经过试压合格,严禁使用损坏失效的柱梁,采面上无空载柱。
(c)及时更换适宜高度的支柱,不准超高采煤和支柱无缩量使用。
(d)人行道两侧支柱、机头机尾压点柱、超前支柱必须拴防倒绳。
(e)泵站压力要达到18Mpa。
随支柱随进行二次注液,支柱初撑力达到90KN以上。
三、回柱方法与措施
(a)人工分段回柱,分段距离不小于15m,接茬选在顶板完整、采空区无悬顶处,断层、顶板破碎带要分在同一组回收。
(b)每组由2-3人组成,一人回柱、一人拉柱,拉柱所使用钩子长度不小于1.5m,顶板破碎处必须由3人组成,一人专职观察顶板。
(c)回柱前首先检查所属范围内的安全状况,包括支架是否完好齐全、退路是否畅通、有无悬矸活石、悬顶情况如何,发现问题及时处理,并在分段点支设二棵隔离点柱,否则不得回柱。
隔离支柱与切顶排和新切顶排斜上方支柱成一条直线
(d)回收时人员站在所回点柱的安全出口处,在身边完好支架的保护下,严格按由里向外的顺序,人员站在所回支柱斜对面末前排第二个点柱空档内回支柱的“三角回柱法”步骤回柱。
回到隔离点柱附近时,必须细心问顶,清理好退路,支好护身柱,并对隔离点柱进行检查;回收最后几棵支柱时,必须有专人负责照明监护。
(e)回柱要用长把工具(≮1.5m),卸荷手把应拴有长不小于1.5m的绳子。
(f)埋压的支柱要在临时支护的保护下,挑顶或卧底,排矸后用手拉葫芦远距离(不小于1.5m)回出,断层、顶板破碎、压力集中处,回柱时应视顶板情况支设带砍口的木信号柱(Φ≮0.16m)。
(g)空区的物料用钩勾出,严禁人员进入空区。
回出的支柱必须全部载荷升起在新切顶排以里,距切顶排0.3m处做临时密集,初撑力≮50KN。
(h)回柱点周围5m禁止其他工作。
(i)回柱过程中,发现煤壁片帮、掉矸、支柱钻底、歪斜等来压现象时,人员必须立即撤至安全地点,待压力稳定,经班组长、安监员检查无误后,方可进行回柱。
(j)工作面达到最大控顶距,必须及时回柱放顶,禁止超宽采煤。
(k)回柱严格执行《煤矿工人技术操作规程》回柱工部分内容的有关规定。
第五章劳动组织循环与技术经济指标表
一、作业方式:
采用“三八”制作业,三班出煤,班内检修。
附:
循环作业图表。
二、劳动组织:
(见表)
工种
班次
出勤
夜班
早班
中班
合计
班组长
1
1
1
3
机组司机(维护)
2
2
2
6
溜子司机
3
3
3
9
泵站司机
1
1
1
3
作缺口工
2
2
2
6
支回柱工
4
4
4
12
小班电工
1
1
1
3
验收员
1
1
1
3
运输工
3
3
3
9
巷道维护工
2
2
2
6
浮煤工
4
4
4
12
三、经济技术指标:
(见表)
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
工作面长度
.m
99.8
13
月产量
t
11700
2
工作面倾向
.m
412
14
地质储量
t
40295
3
煤层厚度
.m
0.7
15
可采储量
t
39086
4
煤层倾角
度
5
16
回采率
%
97
5
煤层容重
t/m3
1.4
17
日出勤工数
人
72
6
煤层生产能力
t/m2
0.98
18
出勤率
%
83
7
循环进度
.m
0.8
19
工效
t/工
6.5
8
循环产量
t
78
20
DZ06,08-30/100单体
棵
503
9
采高
.m
0.7
21
DZ30-30/100单体
棵
154
10
日产量
t/d
468
22
回采期限
月
3.34
11
日进度
.m
4.8
23
投产日期
2011年月
12
月进度
m
120
24
第六章“一通三防”安全技术措施
第一节风量计算
1、预计瓦斯涌出量:
根据矿井上年度瓦斯涌出量检测,矿井相对瓦斯涌出量为9.35m3/t、绝对瓦斯涌出量为1.69m3/min。
预测回采工作面最大相对瓦斯涌出量最大为12.9m3/t,其绝对瓦斯涌出量为2.54m3/min。
2、风量计算
1)按瓦斯涌出量计算
Qa1=125·Ka·qa=125×1.6×2.54=508m3/min=8.47m3/s
式中:
qa-回采工作面瓦斯的绝对涌出量,m3/min;
根据矿井瓦斯涌出量预测,矿井回采工作面最大相对瓦斯涌出量最大为12.9m3/t,其绝对瓦斯涌出量为2.54m3/min。
Ka-回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,它是最大涌出量与平均涌出量之比,一般对于机采工作面Ka为1.2~1.6,
2)按工作面温度与风速的关系计算
Qa2=60×Va×Sa×Ka=60×1×2.22×1.0=133.2m3/min
式中:
Va-采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流气温和风速应符合有关要求,经查表,设回采工作面气温取18°~20°,则工作面风速Va应为0.8~1.0m/s,取值1m/s;
Sa-回采工作面按最大和最小控顶距计算的平均断面积(m2),本矿井设计“三、四”控顶,取小控顶距3.1m,最大控顶距3.9m,采高0.7m,则Sa=(3.9×0.7+3.1×0.7)/2=2.45m2;
Ka-回采工作面长度系数,经查工作面长度系数表,回采工作面为80~120m时,工作面长度系统为1.0。
3)按工作人员数量计算
Qa4=4Na=4×24=96m3/min
式中:
Na-回采工作面同时工作的最多人数,人;
4-每人每分钟4m3的供风标准。
4)按风速进行验算
根据规定,回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求进行验算,即回采工作面的风量须:
0.25×60×Sa=0.25×60×2.45=36.75m3/min≤Qa≤4×60×Sa=4×60×2.45=588m3/min
根据以上计算,回采工作面计算最大风量为:
Qa=508m3/min,满足上述风速验算要求。
经过计算,回采工作面需风量为:
508m3/min=8.47m3/s
第二节通风瓦斯管理安全技术措施
瓦斯管理:
⑴、工作面生产期间,每班安排专职瓦检员负责采面瓦斯检查,负责上隅角和采面其他地点瓦斯检查及瓦斯汇报。
⑵、瓦检员必须持证上岗,严格执行现场交接班制度,按照瓦斯检查制度进行瓦斯检查及汇报,不得脱岗、假检、漏检、谎报瓦斯检查数据,发现瓦斯超限时,必须立即向矿调度及通风工区汇报、并采取措施进行处理。
⑶、当工作面风流中瓦斯浓度≥1%时,瓦检员必须立即通知回采单位现场班长立即停止工作面一切电动机的运转。
当工作面风流中瓦斯浓度≥1.2%时,瓦检员必须立即通知现场班长立即停止工作,切断工作面及其进、回风巷一切非本质安全型电气设备的电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标,禁止人员进入瓦斯超限影响范围。
并向矿调度及通风工区汇报,采取措施进行处理。
当回风流中瓦斯浓度≥1.0%或上隅角瓦斯浓度≥1.5%时,瓦检员必须立即通知现场班长:
立即停止工作,切断工作面及其回风巷一切非本质安全型电气设备的电源、撤出人员、设置栅栏、揭示警标,禁止人员进入瓦斯超限影响范围。
并向矿调度及通风工区汇报,采取措施进行处理。
⑷、采煤工作面、回风巷或上隅角瓦斯浓度超限时的停电、撤人警戒范围为:
工作面人员撤到距工作面煤壁20米以外采面运输巷内,上隅角及回风巷人员撤到北轨道大巷或煤炭运输大巷。
瓦检员在距工作面煤壁20m的采面运输巷、通往工作面回风巷入口处设置栅栏、揭示警标,禁止人员进入瓦斯超限影响范围;同时,现场班长立即通知机电工立即切断回风巷一切非本质安全型电气设备的电源。
(5)、岗位人员未得到现场班长的撤命之令前,严禁脱岗,只有当工作面及回风流瓦斯浓度<1%时,瓦检员方可通知现场班长恢复送电、恢复工作。
6因风流中瓦斯浓度超限而切断电源的电气设备,只有风流中瓦斯浓度降到规定值以下时,方可通知现场班长恢复送电、恢复工作。
且只允许人工复电。
7上隅角由瓦检员负责挂好风帐,以处理局部瓦斯。
8如果采空区内较空时,下隅角必须挂风帐或砌筑隔离墙,减少老塘漏风,以减少采空区瓦斯涌出量。
9通风工区测风员每天必须对采面风量及瓦斯进行测定,并检查工作面的通风系统,保证通风系统稳定,风量符合要求。
采面配风量确定后,不得随意增减,如需增减风量时,必须经总工程师同意。
第三节防治粉尘安全技术措施
1、工作面及运、回巷必须有完善的防尘设施,运输巷的防尘管路用2″管从回风大巷4″供水管接至采煤工作面下出口。
回风巷防尘管路用2″管从回风大巷4″供水管分岔接至工作面上口。
2、运、回巷各安设二组防尘水幕,第一组距工作面煤壁10~15米,第二组距第一组15~20米。
每道水幕必须雾化良好,并覆盖巷道全断面。
3、运输系统各转载点都必须安设喷头,启动运输机时,必须同时开启喷雾进行洒水防尘。
无防尘水或喷头雾化不好时,严禁启动运输机运煤。
4、割煤机必须安设内、外喷雾装置,割煤时,必须开启喷雾降尘。
内喷雾压力不得小于2Mpa,外喷雾压力不得小于1.5Mpa,无水或喷雾装置不全时,不准开机割煤。
5、工作面运、回巷煤壁及支架上的煤尘,由回采单位每班安排专人冲洗干净,不准煤尘超限、堆积。
6、通风工区测尘工要定期对采面粉尘进行测定,发现粉尘超标时,必须及时向有关部门及领导汇报,并责令施工单位严格执行防尘措施。
第四节防灭火安全技术措施
1、每部皮带机头必须配备2~4个干粉灭火器,一个0.2m3的灭火砂箱,工作面运、回巷距煤壁50m范围内各配备4个灭火器。
2、消防管路与防尘管路共用,但必须保证正常供水,三通及阀门必须齐全完好。
3、工作面、运、回巷不得进行电焊、气焊及喷灯焊接工作。
4、井下消防器材库储存的材料、工具的品种和数量应符合规定,并定期检查和更换,材料和工具严禁挪作他用。
5、回采单位必须加强电气设备的检查、维护,电工每班至少对该面运巷、工作面、回风巷的电气设备检查一遍,保证电气设备完好,杜绝电气设备失爆。
6、严禁携带烟草及点火物品下井。
7、任何人发现井下火灾时,应视火灾性质,灾区通风瓦斯情况立即采取一切可能的办法直接灭火。
控制火势,并迅速向矿调度汇报,由矿调度按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。
第五节安全监控
1、在井底车场安设一台KJ101型监测分站。
2、在采煤工作面回风出口上隅角处安设瓦斯传感器T0,在采煤工作面回风出口距采面煤壁10m内安设瓦斯传感器T1,在采面回风巷距回风大巷10—15m处安设瓦斯传感器T2。
3、T0、T1报警值为≥1.0%,断电值为≥1.2%,复电值<1.0%;断电范围为11141工作面及其回风巷一切非本质安全型电气设备的电源;T2报警值、断电值均≥1.0%,复电值<1.0%,断电范围为采煤工作面及其回风巷一切非本质安全型电气设备的电源。
4、工作面回采单位班组长、电钳工、煤机司机、安检员都必须佩带便携式瓦检仪并打开,不得关闭。
5、监测工必须每七天对井下瓦斯传感器进行调校,出现故障,必须及时处理。
6、通风工必须加强安全监控系统的检查、维护,保证安全监控系统正常运行,监测探头灵敏、准确、稳定、可靠。
在监控出现故障不能实施监控时,采煤工作面必须停止生产,通风工必须立即采取措施进行处理,并向矿调度汇报。
待系统正常后方可恢复生产。
7、检测信号必须在监测屏幕上显示,安全监控中心值班室值班人员必须经常观察监控屏幕上监控数值的变化,出现异常情况,必须立即向矿调度汇报,调度员必须立即调清原因,采取措施进行处理,并向矿主要领导汇报。
第七章生产系统
第一节运输系统
一、设备型号(原煤运输):
1、工作面刮板运输机一部:
型号为SGB—620/40T型可弯曲刮板运输机。
2、转载机一部:
型号为SZB—730/40转载机;
3、可缩皮带机一部:
型号为SSD800/2×40可伸缩带式输送机。
二、运输系统:
运输巷使用转载机配合可缩皮带运输,工作面原煤使用刮板运输机→运输巷转载机→运输巷皮带机→装载点矿车→蓄电池电机车牵引至井底车场→1.6m绞车提升经主斜井出井口→地面煤场。
详见运输系统图。
三、材料运输:
工作面所用材料使用1.1m3U型翻斗矿车及专用平板车装载,从主井下放至井底车
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