汾矿集团双柳煤矿23407综采工作面作业规程文档格式.docx
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煤层总厚2.9-3.5m,平均3.35m,容重1.39t/m3,普氏]
二、地质构造
23407工作面总体呈一向斜构造,向斜轴向延伸方向东西向,在工作面中部,次生两个小向斜构造,掘进过程中分别在材料巷和运输巷揭露两条断层,其中在运输巷A8点前81m处揭露的F12断层和材料巷A11点前50m处揭露的F14断层走向基本一致,推断为同一断层;
另外在运输巷A14点处揭露一陷落柱,该陷落柱在巷道内揭露约20m,从揭露情况推断运输巷从该陷落柱的中心穿过,预计该陷落柱影响范围约30m,以上地质变化均在停采线以北,对回采没有影响。
附图1-123407工作面煤岩层柱状图
第三节水文地质
一、水文情况
本次所采煤层为二叠系山西组下段顶部(3+4)#煤,该煤层的充水含水层为山西组和太原组砂岩裂隙含水层、奥陶系岩溶裂隙含水层,山西组中、上段砂岩水是影响该面的主要水源,23407工作面由于四邻均未采掘,预计淋头水较大,回采过程中如出现工作面淋头水较大应采取探放水以确保安全;
太原组砂岩位于(3+4)#煤之下,厚度不稳定,对该面影响较小。
奥灰水是本区最重要的水患威胁,由于其静止水位标高高出煤层250-325m(即23407工作面的水压约为3MPa),故在有地层弱带如断层、陷落柱等导水时便会给安全生产造成极大的威胁。
所以在回采过程中应密切关注工作面的水情,同时积极探查区内的隐伏构造,严格执行“有疑必探、先探后采”的方针;
有异常立即向有关部门汇报,以便及时采取措施,杜绝水患。
工作面切割巷距原采空区约30m,且区内地层向北倾斜(向23407工作面倾斜),故在回采过程中密切监测采空区涌水情况,杜绝采空水涌入23407工作面。
二、涌水情况
23407正常涌水量25m3/h,最大涌水量50m3/h。
第四节煤尘、瓦斯
一、煤尘
23407面所采(3+4)#煤尘有爆炸性,爆炸指数为30.0-40.9%,一般大于35%;
自燃倾向性等级为Ⅲ类不易自燃,煤层最短自燃发火期为241天。
二、瓦斯
瓦斯相对涌出量为4-5m3/t,绝对涌出量12m3/min。
三、地温
井温梯度为2.1℃/100m,工作面温度为14-16℃。
第五节巷道布置及工作面参数
一、巷道布置
二采区采用下山布置方式,主要巷道有集中轨道下山、集中回风下山、集中胶带下山和辅助运输巷,四条巷道相互平行,东西走向,与主斜井、副立井、主立井及郭家山风井构成生产系统。
本工作面南侧为23407切割巷,西侧为材料巷和尾巷,东侧为运输巷,其中运巷为主进风巷,材巷为辅助进风巷,尾巷为回风巷,工作面由南向北推进。
材运巷由23408、23407联巷与四条大巷构成系统,尾巷与运巷之间由横贯连通,横贯间距为65m。
附图1-223407工作面巷道布置示意图
二、巷道断面特征
附图1-323407材巷断面图
附图1-423407运巷断面图
附图1-523407尾巷断面图
三、停采线位置
停采线位置为距23409施工巷以北10m处,X=5440.000。
第二章采煤方法与劳动组织
第一节采煤方法
一、采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤,由MG300/700-WD型采煤机落煤、装煤,SGZ-764/630型刮板运输机运煤,ZZ4000-18/38型液压支架支护顶板,自然垮落法管理顶板。
二、采高
23407工作面主采(3+4)#煤,煤层均厚3.35m,随着工作面煤层变化沿底板割煤。
根据采高及配套的采煤机、液压支架,确定平均采高为3.35m。
第二节回采工艺
一、回采工艺
交接班→割煤→拉架→移溜→拉端头支架和移机头机尾→移转载机→端头支护(含假风道支护)和巷道回收→清理浮煤[换行]1、交接班
班组长和跟班队长实行井下现场交接班,以《综采工作面质量标准化检查标准》为标准,对工作面顶板情况、支护情况、设备运行情况、任务完成情况,进行全面详细检查、验收,做到责任明确,共同协商遗留问题,做好开机前的准备工作。
2、割煤
采用中部斜切进刀方式,截深0.6m,采高3.35m。
按采煤机运行方向前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,一次采全高,采煤机从中部沿刮板输送机弯曲段斜切入煤壁达到规定截深后,将刮板输送机推直,进刀处截割斜长不小于15m。
完成进刀工序后,向端部割煤,在端部返刀向中部扫空刀;
同样割下半段煤壁后,再向中部返空刀完成一个循环。
在顶板破碎、遇地质变化及溜子前(后)窜严重时可根据实际情况采取端部斜切进刀方式。
附图2-1中部斜切进刀示意图
3、拉架
滞后采煤机割煤3-5m及时拉架,追机拉架必须依次逐架进行,拉架行程0.6m。
4、移溜
滞后采煤机扫空刀10-15m依次移溜,移溜步距0.6m,移溜时液压支架工协调作业,把运输机顶到煤帮,同时移溜的液压支架不少于3架。
5、拉端头支架和移机头机尾
工作面端头割煤后,先拉端头支架,后拉基本支架,然后移运输机机头机尾,移动步距均为0.6m。
因电机减速器影响,机头机尾4架端头支架滞后基本支架0.6m,机头机尾与工作面运输机成一直线。
6、移转载机
采用运巷回柱绞车拉移转载机。
作业前,先将回柱绞车戗稳戗牢,然后用钢丝绳将转载机联接牢固,由专职三机工进行操作。
7、超前支护、端头支护和巷道回收
及时支设两巷端头支护、超前支护及材巷假风道支护,运巷每循环与切顶线收齐(详见第三章第三、四节)。
8、清理浮煤
每循环对工作面人行道和机头机尾的浮煤全部清理干净,保证机头机尾出口及人行道畅通,液压支架保证支在实底上。
第三节劳动组织与技术经济指标
一、循环进度
依据工作面顶板稳定程度和我矿开采经验以及工作面所配套的回采机械设备、支架型号,确定循环进度为0.6m。
二、工作面宽度
工作面采用ZZ4000-18/38型支撑掩护式液压支架,其最大控顶距4.57m,最小控顶距3.97m。
三、劳动组织
1、作业方式
采用“三·
八”制作业,两班生产,一班检修。
2、组织形式
采煤机司机、移溜拉架工、胶带输送机司机、刮板输送机司机、转载机司机、绞车司机、泵站(控制室)司机、端头支护工为专职工,其它人员为综合作业,一职多能。
3、循环时间
T=K·
t割+t入+t移(min)
t割=L/v上+L/v下(min)
式中:
K—每刀影响系数,取1.0
t割—纯割一刀煤所需时间,min
t入—采煤机进刀时间,10min
t移—移机头、机尾时间,15min
L—工作面长度,取162m
v上—采煤机平均割煤速度,2.0m/min
v下—采煤机平均割煤速度,4.8m/min
则t割=L/v上+L/v下
=162/2.0+162/4.8min
=81+33.75min
=114.75min
t割+t入+t移
=1.0×
114.75+10+15min
=144.75min
故纯割一刀煤所需时间为144.75min
4、循环个数
N=K(t班-t休-t交)/T
t班—班工作时间,480min
t休—班中休息时间,15min
t交—交接班时间,10min
K—事故影响系数,取0.98
T—循环时间,144.75min
则N=K(t班-t休)/T
=0.98×
(480-15-10)/144.75≌3个
故每班循环个数为3个
5、循环方式
每班3个循环,每日6循环,日平均推进3.6m。
四、循环产量、日产量和月产量
循环产量=工作面长度×
采高×
循环进度×
容重×
回采率
=158×
3.35×
0.6×
1.39×
95%
≌420t
日产=循环产量×
日循环数=420×
6=2520t
月产=日产量×
月生产天数
=2520×
30=75600t
五、可采期与回采工效
可采期=可采储量/平均日产
=805×
158×
1.39&
tim[换行]es;
95%/2520t
=562647/2520t
≌224d
回采工效=平均日产量/日应出勤人数
=2520/71=35.5t/工
本工作面应在册人数=日应出勤人数×
7/5÷
出勤率
=71×
90%=111人
附表2-1正规循环图表
附表2-2劳动组织表
附表2-3主要经济技术指标表
第四节提高回采率、煤质措施
一、提高回采率措施
1、按规定采高进行开采,无特殊构造时,不得随意改变采高。
2、清煤工要及时将工作面浮煤及两巷清理干净,攉到运输机内运出。
二、提高煤质措施
1、沿顶底板割煤,严格掌握采高,严禁随意割顶板或底板岩石。
2、加强顶板管理,搞好工程质量,严防漏顶、冒顶事故的发生。
3、工作面出煤时,要开动破碎机,防止大块煤、矸进入煤库。
4、当工作面出现窝矸、夹石厚度增大、发生漏顶或因地质变化不可避免割底时,将大块矸石拉运至工作面机头支护完好处,及时闭锁采煤机和工作面运输机,人工把大块矸石捡出,放到落山或液压支架底座之间的空隙中。
5、过地质变化时运输部门要制定分装分运措施。
6、工作面生产中,不准把废旧材料如钢丝绳、铁丝等杂物装入运输机,影响选矸效果。
7、加强工作面、转载点的喷雾管理,严格执行停机停水制度,工作面、两巷有积水时要设专用水泵抽水,严禁抽入皮带拉入煤仓。
8、严格执行双柳煤矿提高煤质的有关规定。
第三章顶板管理及支护
第一节支架选型
一、支架选型
23407工作面煤层均厚3.35m,结构复杂,岩性多为泥岩,采用综合机械化采煤,工作面及两端头共选用108架ZZ4000-18/38型液压支架控制顶板
二、顶板压力和支护强度验算
1、根据顶板岩性,计算顶板平均容重
σ=∑HD/∑H
其中:
σ—平均容重,t/m3
H—岩层厚度,m
D—岩层容重,t/m3
经查阅资料,各岩石容重为:
砂岩D=2.28t/m3
砂质泥岩D=2.07t/m3
煤层D=1.39t/m3
σ=(2.07×
1.0+2.28×
2.4+2.07×
2.9+1.39×
0.45+2.07×
2.8+2.07×
3.3+2.07×
1.0+2.07×
0.85+2.28×
2.85+2.28×
0.8+2.07×
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