41103综采作业规程xiuga.docx
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41103综采作业规程xiuga
【2011】山西离柳焦煤集团兑镇煤矿编号:
SLJM-G-MK02-10-2013
作业地点:
41103低位综采放顶煤工作面
采字第01号
作业规程
(修订版)
编制:
成国丰
施工单位:
综采一队
施工负责人:
申道文
编制单位:
生产技术科
批准日期:
二〇一三年一月
作业规程会审纪要
规程名称:
41103综采工作面作业规程会审时间:
2013、1、
会审地点:
兑镇煤矿二楼会议室
主持人:
樊建明
参加人员:
田殿璞刘泽兵梁朝福任育胜马喜超江云
侯晓辉程建业辛晨晨冯守礼马发伍成国丰
冯国文梁立明
会审意见:
1、按照《山西省2012煤矿安全质量标准化标准》规定进行编制。
2、“两开一放”改为“一开一放”。
3、超前支护距离由20m,改为30m。
以上会审意见已在本规程中进行了修改、补充。
目录
第一章工作面概况-6-
第一节编制依据-6-
第二节工作面位置及井上下关系-6-
第三节煤层赋存及煤质情况-6-
第四节煤层顶、底板岩性-7-
第五节地质构造-8-
第六节水文地质-8-
第七节影响回采的其它因素-8-
第八节储量及服务年限-8-
第二章采煤方法-9-
第一节巷道布置-9-
第二节采煤方法-10-
第三节采放煤工艺-10-
第四节设备配置-13-
第三章顶板控制-15-
第一节顶板支护设计-15-
第二节工作面顶板控制-17-
第三节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制-19-
第四节矿压观测-21-
第四章生产系统-22-
第一节运输-22-
第三节供、排水-28-
第四节供电-29-
第五章劳动组织及主要技术经济指标-42-
第一节劳动组织-42-
第二节循环作业-43-
第三节主要技术经济指标表-43-
第六章煤质管理-44-
第七章质量标准化管理-45-
第八章安全避险“六大系统”-48-
第一节监测监控系统-48-
第二节人员定位系统-50-
第三节紧急避险系统-51-
第四节压风自救系统-52-
第五节供水施救系统-52-
第六节通讯联络系统-53-
第九章安全技术措施-53-
第一节一般规定-53-
第二节采煤安全技术措施-54-
第三节顶板-58-
第四节机电-59-
第五节运输-63-
第六节“一通三防”及安全检测-65-
第七节其它安全措施-67-
第十章灾害应急预案-70-
二、发生井下火灾事故的应急计划-75-
三、发生井下水灾事故的应急计划-78-
四、发生井下冒顶事故的应急计划-79-
第十一章探放水安全技术措施-79-
第十二章防灭火安全技术措施-83-
第一章工作面概况
第一节编制依据
1、《煤矿安全规程》(2012版)
2、《煤矿工业设计规范》
3、《41103综采工作面水文地质说明书》
4、《离柳集团兑镇煤矿井下各工种安全技术操作规程》
5、《煤矿综采工作面质量验收规范》
6、《煤矿探放水规定》
7、《41103综采工作面支护布置图》
8、《41103综采工作面巷道平面布置图》
9、《离柳集团兑镇煤矿均压系统实施方案》
第二节工作面位置及井上下关系
表1-1 工作面位置及井上下关系表
概
况
煤层名称
10#+11#
水平名称
+820
采区名称
四采区
工作面名称
41103
地面标高(m)
976-1080
工作面标高(m)
+838~852
地面相对位置
该面南部为梁上庄村村庄保安煤柱线
井下位置及
四邻采掘情况
该工作面北接四采区集中回风巷、集中材料巷、集中皮带巷,南至梁上庄村村庄保安煤柱,西邻已回采的41101工作面,东为已回采的41105工作面。
回采对地表影响
回采造成地表裂缝、塌陷,影响土地耕种。
做好地表水进入井下的防治水工作,地面无任何建筑物。
走向长度(m)
929(净)
倾斜长度(m)
133(净)
面积(m2)
122197
第三节煤层赋存及煤质情况
一、煤层赋存情况
表1-2 工作面煤层情况表
地层年代
煤
层
编
号
煤
层
厚
度
(m)
层
间
距
(m)
倾
角
稳定性
煤层结构
容
重
t∕m3
顶底板
岩性
普氏系数f
系
统
组
顶板
底板
石炭系
上统
太原组
9#
1.68
1.5
0-8°
稳定
简单
1.4
石灰岩
泥岩
f﹦1.5~2
石炭系
上统
太原组
10#+11#
8.49
0-8°
稳定
复杂
1.35
泥岩
泥岩
f﹦1.5~2
二、煤质情况
工作面煤岩类型为光亮—半光亮型,为中灰富硫主焦煤。
表1—3工业指标表
Mt
(%)
Ad
(%)
Vdaf
(%)
Qnet,ar
(MJ/Kg)
FC
(%)
St,d
(%)
Y
(mm)
工业
牌号
3.8
28.76
22.34
44.33
42.37
2.73
14
JM
符号说明:
Mt—全水份Ad—干燥基灰份Vdaf—干燥无灰基挥发份
Qnet,ar—收到基低价发热量;ar—收到基,以实际收到的煤为基准,含水份、灰份
FC—固定碳质量Y—烟煤胶质层最大厚度JM—焦煤
第四节煤层顶、底板岩性
顶底板岩性(见表1—4)
顶底板名称
岩石名称
平均厚度(m)
岩性特征
老顶
K2石灰岩
6.47
坚硬、裂隙溶洞发育
直接顶
10#煤
3.94
稳定煤层
直接底
11#煤(护底煤)
0.8~1.2
稳定煤层
底板
铝土泥岩
4.0
灰白色,遇水膨胀
(详见附图1:
煤层柱状图)
第五节地质构造
一、断层、陷落柱情况及其对回采的影响
由地质精查报告和已掘巷道初步证实,该面无断层、陷落柱等地质构造。
二、褶皱情况及其对回采的影响
由地质精查报告和已掘巷道证实,该面总体受褶皱构造影响,煤层呈波浪状起伏,地质构造属简单型。
第六节水文地质
工作面整体呈西高东低,其顶板含水层为K2、K3、K4岩溶水,其节理、裂隙发育为富含水层,加之上覆9#煤层破坏区,因此在回采过程中必须密切关注水情,严格执行有采必探,先探后采的探放水原则(后附41103综采工作面探放水安全技术措施)。
第七节影响回采的其它因素
一、影响回采的其他地质情况
表1—6影响回采的其它地质情况表
其它因素
对回采工作面的影响
瓦斯
低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量0.27m3/t
煤尘
煤尘具有爆炸危险性
煤层自燃
煤层具有二级自燃发火倾向,最短发火期为6个月
地温
工作面无地热异常
地压
无地压冲击现象
普氏硬度(f)
煤层
夹矸
老顶
直接底
1.5~2
2~3
6~8
2
二、地质部门建议
在掘进过程中41103运输顺槽有一段巷道顶板压力大,掘进时采用了工字钢梯形棚进行加强支护,在工作面回采过程中随时观测此处顶板压力变化,并采取有效的顶板管理办法。
第八节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量=工作面快段体积×容重=140.0560万吨。
工作面开帮回采率95%,放顶煤回采率85%。
工作面可采储量为111.7892万吨。
二、工作面服务年限
工作面服务年限=开采推进长度/设计月推进长度=(929/66)月=14(月)
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面主要由运输顺槽、回风顺槽、切眼等巷道组成。
运输顺槽和回风顺槽分别与切眼垂直。
(详见附图2:
巷道布置图)
1、工作面主要巷道特征
表2—1巷道特征表
项目
单位
41103回风顺槽
41103运输顺槽
41103切眼
断面积
掘
m²
7.53
11.69
14.03
净
m²
6.93
10.19
13.1257
上宽
掘
mm
2893
4700
6100
净
mm
2600
4500
5900
高度
掘
mm
2660
2600
2300
净
mm
2500
2500
2225
净周长
m
13.64
14
16.25
支护形式
联合支护
联合支护
联合支护
支护材料
11#矿用工字钢梯形棚、锚杆、锚索、钢带、菱形铁丝网
锚杆、锚索、钢带、菱形铁丝网
锚杆、锚索、钢带、菱形铁丝网、尼纶网
盘帮勾顶
4×6
(详见附图3:
切眼断面及支护形式图)
(详见附图4:
运输顺槽道断面及支护形式图)
(详见附图5:
回风顺槽道断面及支护形式图)
2、巷道布置方式
41103综采工作面运输顺槽和回风顺槽沿煤层走向布置,工作面开切眼大致沿煤层倾向布置。
3、煤柱尺寸
41103综采工作面回风顺槽与相邻的41101综采工作面运输顺槽间煤柱为20m(净煤柱),41103综采工作面运输顺槽与相邻的41105综采工作面回风顺槽间煤柱为30m(净煤柱)。
4、停采线
41103综采工作面推进至四采区集中回风巷保安煤柱边界时停采。
二、硐室及其他巷道
在切眼靠近运输顺槽、回风顺槽端各布置一个液压支架调架硐室,长4m,宽3m,高2m。
采用锚杆、锚索、钢带、菱形铁丝网联合支护。
顺槽联络巷采用11#矿用工字钢梯形棚、锚杆、锚索、菱形铁丝网联合支护,上净宽2.6m,下净宽2.95m,净高2.5m。
工作面煤仓布置在运输顺槽联络巷与运输顺槽拐点以北50m处,采用锚杆、菱形铁丝网、混凝土联合支护,煤仓净直径3.5m,垂深8m。
工作面煤仓皮带联络斜巷采用11#矿用工字钢梯形棚、锚杆、锚索、菱形铁丝网联合支护,上净宽3.2m,下净宽3.551m,净高2.0m。
第二节采煤方法
采煤工作面参数
表2—2 采煤工作面参数
采煤方法
走向长壁式综合机械化低位放顶煤全部垮落采煤法
采高/m
2.4±100mm
循环进度/m
0.6
开帮采出率/%
95%
放顶煤区段/m
127.5
顶煤厚度/m
5.09
顶煤采出率/%
85%
工作面长度/m
133(净)
采放比
1:
2.1
留设底煤厚度/m
0.8~1.2
层位控制
11#煤标志层
放煤步距/m
0.6m,一开一放
循环产量/t
692.44
工作面推进方向
由南向北推进
第三节采放煤工艺
一、采煤工艺流程
机头斜切进刀(机头向机尾方向进刀,进刀完成后,再由进刀段开始向机头推移前刮板输送机)→拉机头端头支架(2#→1#)→拉后溜机头段(包括过渡槽,保证后溜平直)→割三角煤(从进刀段向机头方向割煤并追机前移中间支架,伸出端头支架伸缩梁)→正向割煤→追机拉中间支架→放顶煤→(割通机尾后,机尾端头支架伸出前伸缩梁)→拉后溜→反向返空刀→推前溜→移机尾端头支架(回收伸缩梁)→拉后溜
注意:
拉架后及时清理后溜与支架间的余煤。
1、端部斜切进刀(详见附图6:
采煤机进刀示意图)。
根据采煤机性能采用斜切进刀的方法进刀,即采煤机割透机头后,调换前后滚筒的上下位置并改变牵引方向,沿输运机弯曲段向机尾逐步割进煤壁,待采煤机前后滚筒割过20~25米全部进入刀后,停止牵引采煤机。
将前刮板输送机移直后,再调换滚筒上下位置并换向牵引,向机头段割三角煤,割透三角煤后,再次调换滚筒上下位置并向机尾进行正常割煤,即实现斜切进刀工艺。
2、割煤
正常情况下,采煤机前滚筒(前进方向的滚筒)割顶煤,后滚筒割底煤,往返一次进一刀,截深为0.6m。
依靠滚筒转动自行装煤,剩余的煤由铲板在推溜时自行装入前部输送机。
割煤时严格控制采高,不留伞檐,同时密切关注顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况,随时调整牵引速速和截割高度。
3、移架
1)移架方式:
采用及时移架方式,滞后于采煤机后滚筒3~5m依次顺序进行,及时支护顶板,移架一次到位,步距0.6m。
2)移端头架程序:
收伸缩梁和左右侧护板→降前梁→降柱→移架→升柱→升前梁→伸出伸缩梁→打开侧护板
3)移中间液压支架程序:
收侧护板→降前梁→降柱→移架→升柱→升前梁→打开侧护板
3)操作标准:
端头架收伸缩梁时,根据顶板煤质情况,不要一次收到位置;收侧护板时,侧护板正下方严禁站人,并以相邻支架间不发生摩擦为准;降柱时,以支架顶梁略离顶板为宜;移架时做到快、够、正、平、紧、严、净、直、稳;“快”——移架速度快;“够”——推移步距够;“正”——操作正确无误;“稳”——平稳操作;“平”——推溜移架要确保三直一平;“紧”——及时支护紧跟采煤机;“严”——接顶挡矸严实;“净”——架前架内浮煤碎矸,及时清除。
4、返空刀
为了减小推溜的阻力,采煤机割通后,需再返空刀一次来清理余煤。
5、推移前部刮板输送机
在返空刀时滞后采煤机15米开始推前溜,推溜时顺序进行,保证输送机呈一直线,弯曲段长度应大于15米,弯度不能大于3°,以免损坏刮板输送机链结构件。
6、放顶煤
工作面为“一开一放”,即开一次帮,放一次顶煤。
采用两轮折返放没法,即采煤机开始煤时,追机逐架放一次顶煤,割煤完成后,采煤机返空刀时,追机逐架再放一次顶煤。
为更好地控制放煤效果,采取操纵摆梁来回摆动措施,对跨落的煤进行松动,还可借助插板的上下收缩来控制顶煤的排放量及对大块卡口煤进行破碎,以提高放煤效果。
按上述要求直至将每架支架上方的顶煤放尽,完全见矸后停止放煤。
7、拉移后部刮板输送机
采煤机割煤完成后,开始反向返空刀开始放顶煤,距放顶煤工序15米,开始拉后溜,具体要求同推前溜。
8、拉移装载机
1)拉移顺序:
第一刀煤割完后,第二刀斜切进刀完成后开始拉移装载机。
2)操作工序:
检查单体支柱、油缸和各种连接件是否完全可靠→开启油缸把手拉移转载机→操作结束后把手复位
3)转载机机头和皮带机尾的维护
装载机与皮带机尾搭接高度适中,使转载的煤全部落入皮带上。
及时清理皮带机尾下方和两侧的浮煤,防止皮带粘接浮煤导致皮带出现跑偏现象。
二、工作面正规循环生产能力
(一)正规循环产量
1、工作面机采产量:
Qg=L×M×S×γ×C1
式中L—工作面长度,m
M—采高
S—采煤机截深,m
γ—煤的密度,t/m3
C1—工作面开帮回采率。
Qg=133×2.4×0.6×1.35×95%=245.62t
2、放顶煤产量:
Qf=L’×h’×S×γ×C2
式中L’—工作面放煤长度,机头、机尾过渡架处不放煤,m
h’—放煤高度,m
S—采煤机截深,m
γ—煤的密度,t/m3
C2—放煤回采率。
Qf=127.5×5.09×0.6×1.35×85%=446.82t
3、正规循环产量:
Q0=Qg+Qf=245.62+446.82=692.44t
(二)日循环数
根据正规循环作业图表,确定循环数为4个。
(三)日产量:
Qr=2×2×692.44=2769.76t
(四)月产量:
Qy=27.5×2769.76=76168.32t(每月按27.5天计算)
第四节设备配置
一、机电设备技术参数
工作面机电设备表:
(表2-3)
序号
名称
型号
台数
功率
(KW)
生产能力
(t/h)
备注
1
采煤机
MG170/410-WD
1
411
2
前刮板输送机
SGZ—630/264
1
2×110
450
3
后刮板输送机
SGZ—630/400
1
2×200
4
转载机
SZZ-764/200
1
200
1200
5
破碎机
PCM-110
1
200
6
二部带式输送机
DSJ100/63/2×75
1
2x75
630
7
头部带式输送机
DSJ100/63/75S
1
55
8
乳化液泵站
BRW—200/31.5
2
125
9
喷雾泵站
BPW320/6.3(L)
2
45
10
移变
KBSGZY2-T-1250
1
11
移变
KBSGZY800
1
12
移变
KBSGZY-630
1
13
工作面通讯
KXT12
11
14
工作面照明
DGS70/127B
15
15
两顺槽电话
KTH106-1Z
4
16
离心水泵
IS65-50-160
7
17
给煤机
K3
1
7.5
18
绞车
JD-1
10
11.4
19
回柱绞车
JM-14
1
18.5
20
局部通风机
DBKJNo7.5/2×55
2
2×55
21
真空馈电开关
KBZ-400
2
22
真空可逆电磁起动器
QBZ-30N/660
12
23
真空电磁起动器
QBZ-30/660
8
24
真空电磁起动器
QJZ-200/1140
1
25
信号综保
BBZ-4
3
26
6组合开关
QJZ-1600/1140-6
2
27
4组合开关
QJZ-1600/1140-4
1
28
风机开关
QBZ-2×120
1
二、液压支架技术参数
液压支架主要参数及技术特征详见表(2—4)
序号
项目
中间架
四柱过渡架
单位
ZF4200/16/26
ZFG5000/16.5/26.5
型
1
型式
四柱正四连杆
四柱反四连杆
2
最小高度
1.6
1.65
m
3
最大高度
2.6
2.65
m
4
支架宽度
1.43-1.6
1.43-1.6
m
5
中心距
1.5
1.5
m
6
额定压力
28
28
Mpa
7
初撑力
3516
3516
KN
8
工作阻力
4200
5000
KN
9
支护强度
0.75
~0.78
Mpa
10
底板比压
0.2~0.8
0.2~1.2
Mpa
11
推溜力
343
159
KN
12
移架力
404
404
KN
13
移架步距
0.7
0.7
m
14
操纵方式
本架操作
本架操作
15
支架重量
14000
~17000
Kg
16
安装数量
85
5
架
三、主要设备布置
1、工作面:
MG170/410-WD采煤机1台,ZF4200/16/26型支撑掩护式液压支架85架,ZFG5000/16.5/26.5端头支架5架,SGZ—630/264型、SGZ—630/400型刮板输送机各一部。
2、工作面运输顺槽:
SZZ-764/200型装载机1部,PCM-110型轮式破碎机1部,DSJ100/63/2×75型二部带式输送机1部和DSJ100/63/75S型头部带式输送机1部。
KBSGZY2-T-1250型移动变电站1台,KBSGZY800型移动变电站1台,BPW320/6.3(L)喷雾泵2台,BRW—200/31.5型乳化液泵2台,照明综保以及各种组合开关、绞车、水泵。
3、工作面回风顺槽:
照明综保以及各种低压开关、绞车、水泵。
(综采工作面设备布置示意图)
第三章顶板控制
第一节顶板支护设计
一、液压支架选型设计
1、支护强度验算
根据公式,支架应达到的支护强度为:
P=4~8Mγ
式中:
P—考虑老顶来压时的支护强度
M—割煤高度,M=2.4m
γ—上覆岩层平均容重,采用加权平均法进行计算。
在工作面上覆岩层中,9#、10#+11#煤层厚度为5.495m,容重为1.4T/m3;夹矸厚度为0.745m,容重均为1.8T/m3;泥岩厚度为0.87m,容重为2.0T/m3;K2灰岩厚度为6.47m,容重为2.45T/m3(各岩层容重由所查资料得出)。
故按8倍采高岩重进行验算。
γ=(Σhi×γi)/Σhi=(5.495×1.4+0.745×1.8+0.87×2+6.47×2.45)/(5.495+0.745+0.87+6.47)≈1.96T/m3
P=8×2.4×1.96=37.6T/m2=0.38Mpa
而中间架支护强度为0.75Mpa,过渡架支护强度为0.78Mpa。
显然P
式中:
P架—支架支护强度。
2、底板比压验算
根据实测,工作面底板允许比压为14.41Mpa,而中间架和过渡架设计最大底板比压分别为1.8Mpa和2.0Mpa,显然工作面底板允许比压大于支架设计底板比压,故支架不会发生钻底现象。
(注意:
工作面9#破坏区局部会造成工作面压力增大,随时观察顶板情况,防止工作面漏顶现象。
)
二、过渡架端头支护强度计算
1、支护强度验算
根据公式,支架应达到的支护强度为:
P=4~8Mγ
式中:
P—考虑老顶来压时的支护强度
M—割煤高度,M=2.4m
γ—上覆岩层平均容重,采用加权平均法进行计算。
在工作面上覆岩层中,9#、10#+11#煤层厚度为5.495m,容重为1.4T/m3;夹矸厚度为0.745m,容重均为1.8T/m3;泥岩厚度为0.87m,容重为2.0T/m3;K2灰岩厚度为6.47m,容重为2.45T/m3(各岩层容重由所查资料得出)。
故按8倍采高岩重进行验算。
γ=(Σhi×γi)/Σhi=(5.495×1.4+0.745×1.8+0.87×2+6.47×2.45)/(5.495+0.745+0.87+6.47)≈1.96T/m3
P=8×2.4×1.96=37.6T/m2=0.38Mpa
而中间架支护强度为0.75Mpa,过渡架支护强度为0.78Mpa。
显然P
式中:
P架—支架支护强度。
三、乳化液泵站
根据本矿其它工作面在矿压观测期间,对泵站到采面的压力及压力损失进行了统计观测。
通过实测选用BRW200/31.5型乳化液泵站,一台液压泵站能满足工作面需要,但是为了保证工作面正常运转,做到用一台工作,一台备用。
(一)泵站设置位置
41103综采工作面乳化液泵站安设在41103运输顺槽内,距工作面150米左右,位于设备列车上。
(二)乳化液泵站使用管理规定
1、乳化液泵操作人员必须经过培训,考试合格后方可上岗。
2、乳化液泵必须使用自动配液装置。
开泵前,首先检查乳化液的液量大于箱体1/2,用浓度计检查乳化液浓度(
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