泰安煤业8102综采工作面作业规程Word格式.docx
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灰色,石英为主,长石次之。
伪顶
泥岩
0.15~0.45
平均0.3
灰黑色,致密,松软,强度较低。
直接底
3.46~7.09
平均5.22
灰色,含砾中粗粒石英砂岩,主分石英、长石。
老底
粉砂岩
7.56~11.6
平均9.55
灰白色,石英、长石,局部为砾石、岩屑。
附:
8102工作面煤岩层柱状图(1-1)
第四节地质构造
本工作面地质条件相对简单,煤层总体构造形态较为简单,为走向南北倾向西的单斜构造,倾角一般为5°
-14°
,最大倾角为18°
,南北方向地层倾角起伏变化不大,南部略高。
根据三维地震勘探报告和已揭露的巷道在采掘部分没有大断层、陷落柱等地质构造,在采掘过程中可能会遇到6条小断层,裂隙比较发育,煤层赋存稳定。
影响工作面地质构造情况表1-3
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对回采的影响程度
回风顺槽小断层1
155°
245°
70°
正
断距0.5m,对回采无影响
回风顺槽小断层2
180°
270°
55°
断距0.6m,对回采无影响
回风顺槽小断层3
运输顺槽小断层1
145°
235°
61°
断距0.91m,对回采无影响
运输顺槽小断层2
150°
240°
运输顺槽小断层3
65°
第五节水文地质
8#煤层其直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层和石炭系太原组碎屑岩夹薄层碳酸盐类裂隙含水层。
井田水文资料均属弱富水含水层。
煤层埋藏较浅,地下水补给条件差。
井田内奥陶系主要含水层上马家沟组岩溶水含水层水位标高为838.26m-840.00m,8#煤层底板隔水层厚度160m,有效隔水层厚度144m,煤层底板隔水层所承受的水压力为2.9MPa。
经计算区内8#煤最低点的突水系数为0.0201MPa/m,小于底板受构造破坏块段突水系数0.06MPa/m,因此可以认为井田内批采的8号煤层突水可能性较小,但要防止由于构造导水而形成突水。
根据水文地质类型划分报告,我矿水文地质条件为中等型,8#煤系地层中含水层为间接充水性含水层,富水性弱,补给条件差,补给来源少。
矿井主要涌水来源为洗巷水、大气降水。
8102南部为8101采空区,采空区内水经过打放水孔已全部排放完毕。
因此对我矿的安全生产不会造成威胁。
根据地面物探和三维地震勘探,该区域没采空区及大型地质构造。
但我矿仍做到“预测预报,有掘必探,先探后掘,先治后采”,严格按照探放水设计进行作业。
本工作面水文地质条件较为简单,主要充水源为地表及上覆层间裂隙水下渗,预计最大涌水量为20m3/h,正常涌水量为0-5m3/h,队组需在低洼处加强备泵排水,及时清理零时水仓。
在回采过程中会遇到两个地质钻孔(ZK3-1、ZK3-2),必须对钻孔进行物探和钻探验证,验证钻孔内水量,防治钻孔将含水层水导通工作面,钻探验证无水后方可进行回采,如果出水,进行抽排,必要时留设煤柱。
8102运输顺槽500m-580m有淋水现象,可能上层裂隙水受构造影响使工作面淋水量加大,在此探水队要加强探水工作,按最大涌水量备泵。
消除一切隐患后再进行回采,确保8102综采工作面顺利推采。
第六节影响回采的其它因素
根据晋煤瓦发【2012】1181号文件《关于山西煤销集团泰安煤业有限公司矿井联合试运转期间瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》。
1、影响回采的其它表1-4
瓦斯
绝对涌出量:
CH4=0.21m3/min,相对涌出量:
CH4=1.04m3/t
二氧化碳
CO2=3.99m3/min
煤尘爆炸指数
本层煤煤尘具有爆炸性,爆炸指数为52%,火焰长度200mm
煤的自燃发火倾向等级
本煤层具有自燃性,其自燃倾向性等级级,吸氧量0.5cm3/g
地温危害
生产过程中观测,地温未见异常现象
冲击地压危害
从矿井生产巷道维护与采空区冒落情况看,地压显现不大
2、建议
①、由于工作面煤层走向变化不大,两顺槽沿煤层仰斜推进,倾角较大,对回采影响较大,回采过程中应加强转载机防滑措施。
②、回采过程中应加强顶板支护,特别是回采中穿过断层等地质变化处。
④、根据8102工作面实际回采情况分析,工作面回采期间瓦斯来源主要包括本煤层,回采过程中应加强瓦斯管理,根据现场瓦斯涌出情况,随时调整管理方案,杜绝瓦斯超限事故的发生。
第七节开采技术参数及服务年限
一、储量计算
本工作面煤层平均厚度3.5米,容重1.4t/m³
,倾斜可采长度1405m,工作面长度为206.4m,中厚煤层回采率按95%计,故可采储量135万吨。
工作面工业储量=1405m×
206.4m×
3.5m×
1.4t/m3≈142.1万吨
工作面可采储量=1405m×
1.4t/m3×
95%≈135万吨
二、开采技术参数
循环进度:
根据技术装备确定截深为0.8m,循环进度0.8m。
最大、最小控顶距确定
最大控顶距=支架顶梁长度+端面距+循环进度
=4.0+0.34+0.8
=5.14(m)
最小控顶距=支架顶梁长度+端面距
=4.0+0.34
=4.34(m)
式中:
支架顶梁长度,4.0m;
端面距取,0.34m;
循环步距,0.8m。
附图1-2:
最大、最小控顶距示意图
三、循环产量、日产量、年产量、服务年限等参数计算:
1.采用“三、八”制作业,二班生产,一班检修。
2.循环产量=L·
H·
M·
P·
C
=206.4×
3.5×
0.8×
1.4×
95%
=768.6T
L-工作面长度206.4m;
H-可采平均厚度,3.5m;
M-循环进度,0.8m;
P-煤的容重,1.4t/m³
;
C-回采率,95%。
3.班产量
根据地质条件、设备配备,确定每个班为3个循环。
班产量=循环产量×
3=768.6×
3=2306T
4.日产量
日产量=班产量×
2×
正规循环率(取80%)
=2306×
80%
=3690T
5.年产量=日产量×
300×
=3267×
330
=1.10Mt
6.可采期=可采储量/年产量
=1.35÷
1.10
=1.23(年)
第二章采煤方法
第一节巷道布置及支护形式
1、巷道用途:
①、8102运输顺槽主要用于工作面回采期间的运煤、进风、行人等。
②、8102回风顺槽主要用于工作面回采及准备期间下材料、进设备、行人、回风等。
③、8102工作面切眼主要作为设备安装通道。
④、8102回风绕道连接回风顺槽与总回风大巷,主要用于工作面回风。
2、巷道布置:
①、8102运输顺槽位于回风大巷西侧,巷道沿8#煤层顶底板掘进。
与8103回风顺槽留有20m煤柱。
②、8102回风顺槽位于回风大巷西侧,巷道沿8#煤层顶底板掘进。
与8101回风顺槽留有20m煤柱。
③、8102工作面切眼沿8#煤层顶底板掘进,与王家岭井田留有30m保安煤柱。
④、8102回风绕道沿8#煤层顶底板掘进,与辅助运输联巷留有30m保安煤柱。
3、巷道支护情况:
8102回风顺槽、运输顺槽、顶板支护采用∮20×
2200㎜的螺纹钢锚杆和∮17.8×
6500㎜的钢铰线锚索及正方形钢筋网联合支护。
切眼顶板支护采用∮20×
10000㎜的钢铰线锚索及正方形钢筋网联合支护。
两巷锚杆布置为每排顶板5根,两帮各4根;
锚杆间距800㎜,排距800㎜;
巷道顶板横向每隔2700mm(间距、排距中至中2700mm)打一组(2根)锚索。
巷道断面支护参数表表2-1
项目名称
运输顺槽
回风顺槽
切眼
断面形状
矩形
断面积m2
掘
18.5m2
27.75m2
净
18m2
17.5m2
26.25m2
宽度(mm)
5000
7500
高度(mm)
3700
3600
3500
附图2—1:
8102综采工作面巷道布置示意图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法:
单一煤层倾斜长壁后退式,全部垮落法管理顶板。
本工作面煤层厚度平均3.87m,平均采高确定为3.5m;
支架高度2.4~4.5m,煤机滚筒截深为0.8m,确定循环进尺为0.8m,循环产量768.6吨,每班循环次数3刀,日产原煤3690吨,按25天计算月产量为92250吨。
煤机割煤高度随煤层变化逐步调整,不留顶底煤。
2、回采工艺
回采工艺:
综合机械化采煤
回采工艺流程:
端头斜切进刀落煤→割煤→装煤→移架→推溜→清煤。
工作面落煤和装煤采用MG400/940—WD型电牵引双滚筒采煤机,其中采煤机滚筒直径2.2m,截深0.8m,工作面选用SGZ764/500型刮板输送机,顺槽采用SZZ800/200型刮板转载机和SSJ1000/2×
250驱动可伸缩皮带机运煤。
采煤机在运行中自动把破落的煤装入刮板输送机,由工作面刮板输送机运出工作面。
二、落煤方法:
机械落煤
1、采煤机进刀割煤方式:
(1)采煤机割透端头煤壁,同时追机推移刮板输送机,并在煤机后将刮板输送机推出弯曲段,将两个滚筒的上下位置调换,反向斜切进刀,通过弯曲段使得采煤机切入煤壁达到正常的截割深度,推移两头刮板输送机至平直状态。
(2)将两个滚筒上下位置调换,割三角煤至割透端头煤壁。
(3)割完三角煤以后再次将两个滚筒的上下位置调换,进行正常割煤状态。
附图2-2:
8102综采工作面采煤机端头进刀示意图
2、采煤机正常切割。
采煤机向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。
采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的割煤方式,双向割煤,往反割两刀。
三、其他工序:
1、割煤与装煤
采用MG400/940—WD型电牵引双滚筒采煤机割煤,根据工作面综合运输能力及拉架速度、顶板条件,确定采煤机牵引速度控制在0—4m/min。
2、运煤
采煤机在运行中自动把破落的煤装入输送机,由工作面输送机到转载机然后到胶带运输机上运出。
3、移架:
支架操作方式为本架操作,移架方式为追机顺序移架
(1)移架前的准备:
①、及时清除架前架内的浮煤碎矸及其它妨碍推溜的障碍物。
②、检查电缆、液压管路以及支架与溜槽连接装置,有无弊卡、挤压等现象,发现问题及时处理。
③、移架前要仔细观察顶、底板情况,如有冒顶、塌陷等妨碍移架时,需先处理好之后,方准移架。
④、移两端头的过渡支架时,应先检查工作面运输机的机头、机尾的连接与锚固是否良好,支护是否正常等。
(2)移架操作:
(工作面使用本架操作)
①、采煤机后滚筒割过后4.5~9m,应及时追机移架支护(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架,至少距滚筒1架),移架必须依次逐架进行,移架步距为0.8m,割煤与移架的间距过大时,要及时通知采煤机司机放慢割煤速度或停机等待。
②、操作人员操作支架时,严禁所移支架内及两侧站立人员。
③、支架降架前移时,可同时操作降柱和移架手柄,待支架移动后,应将降柱手柄搬至零位使之擦顶移架,以利于维护顶板和提高移架速度。
④、在移架降柱时不宜降得太多,并使顶梁处于水平状态。
⑤、移架时速度要快,要一次到位,并应随时调正支架,使移后支架成一直线,并与底板垂直。
⑥、移架时如发现阻力过大,应迅速查明原因,并采取相应措施,严禁硬拉。
⑦、需要调架和扶正支架时,在移架过程中,可操作侧推千斤顶等进行调整。
⑧、支架移到新位置后,要迅速搬动升柱和平衡手柄,使顶梁水平或前端略高一点接触并支撑住顶板,并使支架处于正常工作高度范围之内。
⑨、支架最大仰俯角小于7º
,相邻支架高低错差不得超过顶梁侧护板高度的2/3。
⑩、支架排列成直线,偏差不超过+50mm,中心距不超过±
100mm。
4、移溜
①、当采煤机由端头向中部割煤时,滞后采煤机后滚筒15~20m依次推溜。
移溜时要注意几架协调操作,不能使溜子弯曲过大,运输机弯曲段长度不得小于18m,移溜步距0.8m,同时移溜的液压支架为3~5架。
②、推溜时每次推移0.2m,分3—4次推移到位,严禁一次推移到位,当推移困难时,必须查明原因,妥善处理后再推,严禁硬推。
③、当仰采时,每一循环内工作面输送机上翘或下扎不得超过0.1m。
④、推溜时要保证推移步距,推溜后要保证溜子平直。
5、清煤
移溜后及时将架间、推溜千斤顶槽内浮煤清理干净及立柱柱窝内的矸石或浮煤上溜运走。
每循环对工作面及机头机尾人行道的浮煤全面清理,保证上下出口及人行道畅通,液压支架底座前方无浮煤。
6、移两端头的过渡支架和移机头机尾:
采煤机割通端头并向中部返刀后,先移两端头的过渡支架,后移中间架,移动步距均为0.8m。
机头(机尾)与移动后的工作面输送机成一直线。
第三节设备配置
一、采煤机
采煤机选用MG400/940型双滚筒采煤机,其主要技术参数如下:
采高范围:
2.2---4.4m
牵引力:
748/440KN
滚筒直径:
2200mm
数量:
1部
二、液压支架的主要技术特征:
1.基本支架型号为ZY-9000/24/45型二柱掩护式液压支架,其主要技术参数如下:
支架高度:
2400~4500mm;
中心距:
1.75m;
工作阻力:
9000kN;
支架尺寸7100×
1750×
操作方式本架操作;
支护强度1.06(平均)Mpa;
底板比压2.5(平均)Mpa;
泵站压力31.5Mpa;
114架
过渡支架型号为ZYG9000-24/45型二柱掩护式过渡支架,其主要技术参数如下:
操作方式:
本架操作;
6架(上下安全出口各三架)
三、运输设备
1.工作面运输机型号为SGZ764/500输送机(双中链),其主要技术参数如下:
电机功率:
250KW
运输能力:
900t/h
中间槽尺寸:
764×
344mm
设备总长度:
206米
2.桥式转载机,其型号为SZZ-800/200,设计长度50m,其主要技术参数如下:
200KW
转载能力:
1000t/h
设备长度:
50米
3.破碎机,型号为PLM2000,其主要技术参数如下:
破碎能力:
2000t/h
16OKW
4.可伸缩带式输送机,型号为SSJ100/2×
250,其主要技术参数如下:
250KW
300t/h
带宽:
1000mm
带速:
2.5m/s
安装长度1400米
5、泵站
乳化液泵选用BRW400/31.5A型3台,喷雾泵选用BPW400/10型2台,装备三泵一箱、两泵一箱;
液压管路选择高压胶管,耐压45Mpa以上。
①乳化液泵
型号:
BRW400/31.5A
流量:
400L/min
压力:
31.5MPa
功率:
250kW
3台
②喷雾泵
BPW400/10
10MPa
90kW
2台
附图2—3:
8102综采工作面设备布置示意图
第三章顶板管理及支护
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
本工作面为二类直接顶、II级基本顶。
根据工作面顶、底板岩性、煤层厚度等条件,选用平煤集团生产的ZY9000/24/45型ZYG9000/24/45型双柱掩护式液压支架。
1、高度的核算
Hmax=hmax-S1
Hmin=hmin-S2-a-c
Hmax—支柱最大高度,m
Hmin—支柱最小高度,m
hmax—煤层最大采高,m
hmin—煤层最小采高,m
S1—支架前柱上方(前部)的顶板下沉量,一般可取0.1m
S2—支架后柱上方(后部)的顶板下沉量,一般可取0.2m
a—支架前移所需的支柱可缩余量,一般不小于0.05m
c—支架与煤层顶底板之间的浮煤、浮矸厚度,一般取0.1m
Hmax=4.0-0.1
=3.9(m)
Hmin=3.2-0.2-0.05-0.1
=2.85(m)
根据核算所需理想支架最小高度2.85m,最大支护高度3.9m,所选平煤集团生产的双柱式掩护支架支护范围2.4—4.5m,符合要求。
2、采用“估算法”计算液压支架工作阻力
估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。
P=N9.8Sr∑hcosa
P—支架承受的荷载,kN;
S—支架支护的顶板面积,m2,为9.0m2;
R—顶板岩石视密度,t/m³
,为2.3t/m³
∑h―冒落带岩石的高度(直接顶厚度),m;
∑h=M/(K-1)
M—采高为4.5m;
(首采3.1m,设计按井田中部采高4.5m选型)
K—岩石碎胀系数,取1.25~1.5;
α—煤层倾角,(°
),为1°
N—取6—8,按8计算;
上式可写成:
P=(6~8)×
9.8SrMcosa
一般用上限,即
P=8×
P=(6~8)×
则:
9.8×
9.0×
2.3×
4.5×
cos7°
=5436.4~7248.5(kN)
本工作面液压支架ZY9000-24/45及ZYG9000/24/45,工作阻力为9000kN/架,能够满足安全生产的要求。
2、支架底板比压验算:
采区底板比压值P1=8.79MPa,支架底座箱对底板比压P2≤2.50MPa,即P1>P2。
故所选ZY9000/24/45型掩护式液压支架能够满足顶底板管理的需要不会发生钻底的现象。
3、支护设备选择
工作面条件与支架适应条件对照表表3-1
工作面条件
支架适应条件
采高
3.5m
2.4~4.5m
180
≤200
煤厚
平均3.5m
煤硬度
f=2~3
底板比压
8.79MPa
2.50MPa(平均值)
支护强度
0.31MPa
0.51~0.70MPa
顶板种类
2类
ⅠⅡ级老顶和1、2类直接顶
8102工作面选ZY9000/24/45型掩护式液压支架,共114架,两端头过渡支架采用ZYG9000/24/45型掩护式液压支架6架。
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,选用ZY9000/24/45型ZYG9000/24/45型掩护式液压支架,在满足顶板管理支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求。
通过对比、验算,证明选用ZY9000/24/45型ZYG9000/24/45型掩护式液压支架能满足要求。
液压支架主要参数及技术特征表表3-2
序号
项目
支架
参数
单位
ZY9000/24/45
ZYG9000/24/45型
1
支撑
高度
2.4~4.5
m
8
对底
板比压
2.5
MPa
2
使用
3.2~4.2
9
适应
角度
纵向≤20°
3
宽度
1.60~1.86
10
4
初撑力
7144
KN
11
操作
方式
本架操作
5
额定
压力
4000
12
工作
31.5
6
支护
强度
1.06(平均)
13
重量
30500
Kg
7
中心距
1.75
14
安装
数量
120
架
二、顶板管理方法:
采用全部跨落法处理采空区,选用ZY9000/24/45型ZYG9000/24/45型掩护式液压支架支护采场顶板。
第2节两端头及超前支护布置
一、工作面回风、运输顺槽超前支护的顶板管理
回风顺槽:
超前工作面煤壁20m范围内,打两排单体液压支柱,间距为0.8m,排距2.5m,两排单体距两帮各1.25m,超前20m范围内所有联络巷口和调车硐室靠口打一排单体进行支护,即该区域内采用3排单体进行支护,遇压力大时可将超前支护改为3排,运输顺槽支护在转载机非采帮侧,回风顺槽视情况而定。
运输顺槽:
超前工作面煤壁20m范围内,距非采帮500mm打一排单体液压支柱,距采帮侧800mm打一排单体液压支柱,间距为0.8m;
超前20m范围内所有联巷口和调车硐室靠口补打一排单体进行支护,即该区域内采用3排单体进行支护。
两顺槽超前支护以外的巷道出现巷道变形时应及时补打点柱支护。
要求两顺槽的超前支护必须连续、无间断,并应根据两巷采动压力影响程度及时加长、加密支护。
二、工作面安全出口的管理
回风顺
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