3096综采工作面作业规程最新文档格式.docx
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三、采煤方法及回采工艺
㈠采煤方法:
采用走向长壁后退式采煤法。
㈡顶板管理及支护
1、顶板管理方法:
自然垮落法。
最大控顶距4.5m,最小控顶距3.9m。
2、顶底板分析:
⑴3096工作面顶底板自上而下为:
煤层顶底板情况
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
砂质页岩
9.94
灰色,含钙质结核和方解石脉。
直接顶
中~细砂岩
6.64
灰~灰白色,高岭土胶结,易风化破碎。
伪顶
泥岩
0~1.5
灰~浅黑色,水平层理,多处缺失。
直接底
6.53
灰黑色,含铁质结核。
略显水平层理。
⑵顶、底板分析
、老顶分级(依据:
部颁试用方案老顶分级指标)
A.重要指标:
(衡量老顶对矿压显现影响程度的指标Km)
Km=∑h/m,式中:
∑h——直接顶厚度,6.64m;
m——煤层平均采高,2.3m。
代入数据:
Km=6.64/2.3
求得Km=2.89,介于0.3~(3—5)之间。
B.参考指标:
(老顶初次来压步距L)
根据矿压组对同类工作面实测结果,预计老顶初跨步距为13.5±
2m。
因此,确定老顶为
级,老顶来压显现明显。
(根据矿压组对同类工作面实测结果预测,该工作面老顶周期来压步距为12±
)
、直接顶:
直接顶分类(依据:
部颁试用方案直接顶分类指标)
A.主要指标:
(强度指标D)
D=δ·
C1·
C2,式中:
δ——直接顶单向抗压强度,30MPa;
C1——直接顶节理裂隙影响系数;
(现场实测节理裂隙间距I=0.10m,对应的节理裂隙影响系数C1=0.30)
C2——直接顶分层厚度影响系数。
(分层厚度(3.65+0.5)/2=2.075(m),对应的分层厚度影响系数C2=0.35)
求得D=3.15,介于3.038~6.958之间。
(直接顶初次垮落步距L)
根据矿压组对同类工作面实测结果,预计直接顶初次垮落步距L=16±
2m,介于9~19m之间。
因此,确定直接顶为
类,属中等稳定顶板。
工作面回采后,为充满采空区所需直接顶跨落厚度为:
m
Σh=————
Kp-1
式中:
Σh——为充满采空区所需直接顶跨落厚度
m——煤层采高
Kp——碎胀系数
2.3
Σh=————=6.57<6.64m
1.35-1
故直接顶跨落后能充满采空区。
3、煤柱形成支承压力区
随着工作面的切眼向前推进,以煤柱至远方支承压力分为三个区域:
压力急增区:
0~18m
压力升高区:
18~56m
压力缓升区:
56~80m
4、采煤工作面巷道所受动压影响
顺槽所受动压影响,即为压力高出原始应力部分,根据影响程度,压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7~10倍。
5、采面支护强度计算
根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类,3096综采工作面顶板分类分级为:
直接顶为Ⅱ类,老顶Ⅱ级。
选用架型为掩护式液压支架。
要求其支护强度应不小于:
P=n.m.r×
9.8×
10-6
P——考虑直接顶及老顶来压时的支护强度(MPa)
n——安全系数,n=8
r——直接顶岩石容重,r=2.5t/m3
P=8×
2.3×
2500×
10-6=0.45MPa
鉴于我矿煤层采用走向长臂综合机械化采煤法,工作面选用G320-13/32型掩护式支架,该支架额定工作阻力为320吨/架,支护强度为0.47~0.58MPa,所以G320-13/32型掩护式支架满足矿压要求。
6、采煤工作面上、下出口及端头支护密度计算
根据矿压要求,上、下出口及端头支护密度应不小于:
0.45MPa
——————————=1.91棵/m2
30×
103×
80%
㈢回采工艺
1、割煤:
该工作面选用MG200型机组割煤、落煤,滚筒直径Ф1.6m,截深0.6m,进刀方式为端部斜切进刀,割三角煤方式,割煤方式采用双向割煤,机组滚筒相背旋转,前滚筒割底煤,采高2.2~2.3m,割煤速度3—5m/min,通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤。
2、移架:
溜子移过后,移架滞后机组6~10m,移架步距600mm。
移架应及时,保证端面距不大于340mm,否则伸出伸缩梁。
3、移溜
采煤机割过煤后,顺序移溜。
移溜工作滞后机组10~15m,逐渐将溜子顶向煤壁,操作时支架工相互配合,从一个方向顺序移溜,弯曲段不得小于15m。
移溜步距不得少于600mm,要经常保证溜子平直,移机头、机尾时,每次推移步距保证600mm,防止溜子脱节。
㈣工作面支护
1、工作面选用99组G320-13/32掩护式液压支架对工作面进行支护。
2、工作面上下端头支护
端头支护采用1.2m双楔铰接梁和DZ25-25/100(或DZ22-30/100)单体液压支柱配套支护,梁间距450±
50mm,双楔铰接梁摆平,间距调匀,机头、机尾上方控顶区域双楔梁两端铰接处保证插齐椭圆肖和扁肖,椭圆肖必须用大锤打上劲。
机头、机尾前始终保证有一排梁,双楔铰接梁一直接到老塘。
架子边至双楔铰接梁间卧3000×
170×
160mm3方木或1/2φ180×
3000mm3半圆,方木或半圆随推采往前串,如腮部煤壁松软,易片帮、抽冒,必须用手镐刷帮,超前挂梁,上顶插严背实,煤壁侧护好帮。
为加强支护,在溜子机头双楔梁空内,加打两块π型钢梁,以维护端头,随工作面的推进往前串。
3、上、下出口支护
上、下顺槽在煤壁前方3~7m范围内提前替棚子,替棚子用1/2φ180×
3000mm3半圆,用DZ25-25/100(或DZ22-30/100)单体液压支柱配合1.2m双楔铰接梁打托梁,视巷道宽度,上出口两至三趟,下出口三至四趟。
在上、下出口20m范围内加强支护,在原有支护下方打托梁,10m以内打双趟,10~20m范围内打单趟。
4、在做工作面上下端头支护和上下出口支护时,单体液压支柱必须穿好柱鞋。
㈤采面支柱回撤
1、机头、机尾要及时掏窝,控顶距最大不超过大柱后6m,最小控顶距为支架大柱后0.6m。
2、回柱采用JH-8绞车与人工配合作业,首先用带刹勾螺丝齐全的40T溜子链或绳爪栓牢梁或柱子,将柱子卸载后拉出。
3、回柱顺序:
上出口为先上帮后下帮,下出口为先下帮后上帮,全部为由老塘往外回。
四、生产系统
1、运煤系统
3096工作面→3096下运→3090皮带边眼→3062溜煤斜井→3062给煤机→3049→3061给煤机→2049→1049→主井→地面
2、辅助运输系统
上井:
3096风道→3090轨道边眼→3032斜井→3048→2048→1048→副(风)井→地面
下井:
地面→副井→1048→2048→3048→3032斜井→3090轨道边眼→3096风道
3、供、排水系统
⑴供水系统:
主井→-246→0038→0040→1040→2020E→3031斜井→3090轨道边眼→3096风道、下运
⑵排水系统:
3096下运集中排水站(标高-458.84)→3090轨道边眼→3032斜井→3049→三水平水仓
4、供电详见《供电设计系统图》和《瓦斯断电监测系统图》
5、通风系统
⑴通风线路:
新风:
副井→1048→2048→3048→3032斜井→3090轨道边眼→3096下运→3096工作面
乏风:
3096工作面→3096风道(3096中运)→3090专用回风巷→3031斜井→2020E→1040→0040→主井→地面
⑵工作面风量计算
①低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量,其计算公式为:
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温
Q采=7.5×
1×
1.1×
1.2×
1=9.9m3/s
Q采——采煤工作面需要风量,m3/s;
Q基本——工作面有效断面(取7.5m2)×
适宜风速(取1m/s);
K采高——回采工作面采高调整系数(取1.1m/s);
K采面长——回采工作面长度调整系数(取1.2m/s);
K温——回采工作面温度调整系数(取1m/s);
②按稀释有害气体计算
3096工作面瓦斯绝对涌出量为2.92m3/min,大于CO2绝对涌出量0.53m3/min,所以按瓦斯绝对涌出量计算:
Q=1.7*Kw*qw/(C-C0)
qw——工作面CH4绝对涌出量(m3/min);
C——回风流CH4允许浓度(取1);
C0——进风流CH4含量(取0);
Kw——CH4涌出不均衡系数(取2.0);
Q=1.7×
2.0×
2.92÷
(1-0)=1.16m3/s
③按调节气候条件计算
Q=S*V(m3/s)
V——工作面温度对应的风速,按规程规定工作空气温度保持在18~20℃,风速应取0.8~1m/s。
S——有效通风断面积,(取7.5m2)
计算得:
Q=1×
7.5=7.5m3/s
④按排除煤尘需要风量计算
3096综采工作面易产生煤尘,应有效排放煤尘,排放煤尘最佳风速是1m/s,S为有效通风断面积,(取7.5m2×
70%)。
可按调节气候条件公式Q=S*V(m3/s)代入数据得Q=1×
7.5×
0.7=5.25m3/s
⑤按人数计算
Q=4Na
4——每人每分钟供给4m3的规定风量。
Na——工作面同时工作的最多人数。
Q=4×
65=260m3/min=4.33m3/s
根据上述计算,本工作面风量取Q=9.9m3/s
⑥风速验算
根据《煤矿安全规程》规定:
采煤工作面的最高风速≤4m/s,最低风速≥0.25m/s,因选定风速V=Q/S=9.9/7.5=1.32m/s,符合规程要求。
五、工作面发生灾害时避灾路线
1、发生水灾时具体路线:
3096工作面→3096风道→3090轨道边眼→3031斜井→2020E→1040→副(风)井→地面
2、发生瓦斯、煤尘爆炸及火灾时,人员要逆风尽快撤出,具体路线:
3096工作面→3096下运→3090轨道边眼→3032斜井→3048→2048→1048→副(风)井→地面
3、工作面发生冒顶事故时,如果威胁人员安全或因冒顶堵塞通风时,人员要撤到安全地点,待恢复好通风及其它安全措施落实好后才可进入事故地点处理。
现场须有工、班长以上干部盯岗。
如果发生上述灾害时,现场管理人员要亲自指挥按避灾路线撤人,点清人数,并向调度室和队里及时准确汇报。
如果发生伤亡事故必须先向调度室和队值班汇报,同时现场组织积极抢救。
六、作业形式及循环方式
㈠作业形式
采用三八工作制,两采一准,即八、四点班完成割煤、移架、移溜、做机头机尾、替上下出口超前、上出口掏窝、拉转载过程;
夜班完成电气设备检修、下运猫窝掏窝;
队另设一个大修班负责外围运料、文明生产等工作。
㈡工作面循环方式
沿工作面采煤机每割一刀煤,即完成割煤、移架、移溜等工序为一个循环,其生产能力为:
①小面:
每刀进尺:
0.6米,班进4刀,日进4.8米,
生产能力=日进尺×
面长×
采高×
容重×
回采率
=4.8×
96×
1.44×
93%=1419.3吨
预计可采期:
92
T1=—————=0.64(月)
4.8×
30
②大面:
0.6米,班进2.5刀,日进3.0米,
=3.0×
146×
93%=1349.1吨
280
T2=——————=3.11(月)
3.0×
故工作面预计的可采期为T=T1+T2=0.64+3.11=3.75(月)
㈢劳动组织(见表1)
㈣正规循环作业图表(见图)
七、设备装备情况(见表2)
八、工作面技术经济指标(见表3)
九、工作面初次放顶安全技术措施及组织管理措施
1、工作面在老顶初次来压期间采煤技术人员、现场工、班组长要和矿压组配合,对顶板进行观测,保证支护质量。
2、初次放顶期间,架子充分接顶,并升足劲,架子顶梁仰俯角<±
7°
,架子带压移架。
3、工作面片帮严重或顶空时,支架拉超前,如有抽冒危险提前做板。
4、出口20m范围内加强支护,不少于两趟托梁,支柱要迎山有劲,及时改正不合格柱子。
5、加快推采进度。
6、采高控制在2.1~2.2m之间,严格控制冒顶。
7、在矿初次放顶领导小组的统一指挥下进行回采。
十、提高煤质技术管理措施
1、工作面过断层时要及时调整工作面上漂或下刹,减少工作面割矸。
2、采面过断层时,割出的矸石要安排人力拣出,或分装分运。
3、在巷道高度不足时,不见底的地方要下卧。
4、加强巷道维修,减少冒高。
5、加强工作面质量管理,发现有空顶危险时提前做超前板,以防冒顶矸石混入。
6、工作面过断层时,降低工作面采高,以减少采矸量。
7、及时移架,控制冒高,不破底板。
表1:
劳动组织表
序号
工种
班次
合计
备注
八
四
夜
1
采煤机司机
2
6
支架工
3
15
泵站司机
4
做机头、机尾工
12
5
替上、下出口工
运输机司机
7
运料工
10
16
8
采掘电钳工
9
搬运工
缩皮带工
11
巷修工
背水工
13
给煤机司机
14
挖机尾砸大块工
杂活
班长
17
工长
18
65
34
48
147
19
在册
227
表2:
设备装备情况表
名称
型号
功率
数量
安装地点
采煤机
MG200
200kw
工作面
刮板输送机
SGZ-730/320
160kw×
液压支架
G320-13/32
99
转载机
SQZ-40
40kw×
皮带运输机
SDJ-150
75kw×
组合开关
QJZ-4×
315/1140D
风道
馈电开关
BKD-630/1140
变压器
THEB-5893
630KVA
绞车
JH-8
13kw
上、下出口及中运
JD-25
25kw
JH-14
17kw
乳化液泵
MRB-110/31.5
75kw
下运横管
表3:
主要经济技术指标表
项目
单位
数量
备注
采煤方法
走向长壁后退式
顶板管理
自然垮落法
工作面长度
米
96
小面
146
大面
走向长度
393
平均
采高
2.3
煤层倾角
度
循环进度
0.6
循环产量
吨
331.7
505.5
日循环进尺
4.8
3.0
日循环个数
个
日生产能力
1419.3
1349.1
日出勤工数
全员效率
吨/人
18.1
20.6
可采期
月
3.75
油脂消耗
千克/万吨
250
乳化液消耗
200
刀齿
个/万吨
100
坑木消耗
立方米/万吨
十一、安全技术管理措施
在严格执行《煤矿安全规程》、《各工种安全技术操作规程》和集团公司、矿业公司有关规定的基础上,施工中执行如下措施:
㈠采煤和割煤安全技术措施
1、开工前,机组司机必须先检查机组的油位、内外喷雾、各种按钮情况、截齿是否齐全、电缆拖拽是否正常,若发现问题要及时处理。
另外还要检查机组前后是否有人和其它东西,一切正常后发出开机信号。
试运转几分钟后发出开机警告再进行割煤。
2、坚持开机先开水,无水不割煤的制度。
机组司机必须带好瓦斯报警仪,如果瓦斯浓度超过1%,立即停止割煤。
3、司机在割煤时要精神集中,随时注意顶底板情况,及时上漂或下刹。
要与支架工密切配合,将煤壁割直,顶底板割平,不留伞檐。
4、工作面信号规定:
一停、二开、三倒车、四找开泵、乱灯关泵。
5、机组运行到机头、机尾前,机头、机尾附近,所有人员撤至距机头、机尾以外5m远地方(老塘不许有人),机组慢行,机组司机精神集中,防止割出煤块伤人或割坏单体液压支柱、电缆等,同时防止滚筒割支架前梁产生火花而引起瓦斯爆炸
6、机组电缆必须入槽,电缆槽内不许存放煤矸、杂物,副插帮联接装置要齐全,防止挤、刮坏电缆。
7、检修机组或有人在机组附近工作时,必须把滚筒的离合手把摘开、并拉掉闭锁,管制器回零。
更换刀齿时,必须靠人力转动滚筒,严禁点动开机转动滚筒。
8、换班时,必须将机组停放在距顺槽不少于10米、顶板完好的地方,同时必须将离合手把摘开,打开离合开关,管制器回零,切断电源,关闭供水管路。
9、在工作面工作的人员,需进入副插帮以内工作时,必须拉闭锁。
10、工作面原则上沿底回采及时探煤厚找底,追顺槽在适当范围内下刹到底板,下刹坡度均匀。
11、易劈帮、冒顶处机组只许割底煤或停止使用,用手镐找煤、落煤,手镐作业期间,溜子拉闭锁,坚持敲帮问顶,并有专人观山。
12、如煤壁劈帮、冒顶严重时,机组停止割煤,等待处理,以防压溜子,损坏设备。
13、当工作面瓦斯涌出量较大时,机组坚持慢速牵引的原则,防止割煤过快,瓦斯
释放量过大,而导致工作面瓦斯超限。
㈡支护及顶板管理安全技术措施
1、支架的液压系统要经常保持完好,密封良好,无漏液、串液现象,所有管路吊挂整齐,不得挤压、折扭,架箱无浮煤,架间喷雾齐全,管子不敞口、不插单腿销,不允许用铁丝代替插销。
各种千斤顶和阀要保持动作灵活可靠。
更换管子、阀件及管子接头时,必须先停止供液并保持清洁,不得将煤尘等脏物混入液压系统,换下的旧件及时上井并封堵,不得丢失。
液压系统要按设计安装,不得随意倒装。
严禁乱拆管子和各种销子,工作面坚持质量与顶板动态检测工作。
2、支架要排列整齐,架间中心距在1.5m±
100mm之间,相邻支架侧护板必须伸出紧靠。
支架间不许出现台阶,降架时不许超过侧护板的2/3,相邻支架无明显错茬,并且保证支架垂直于顶底板,歪倒<±
5°
,保证支架垂直溜子<±
处理倒架时要有现场工长或班长指挥。
支架拉不动,用单体液压支柱帮架子时,要支在稳定可靠地点,并采用远方操作的方法,柱头垫好木料,人员躲到安全地点。
3、拉架时要带压移架,在顶板破碎,压力大、片帮严重的地点,要及时拉超前并伸伸缩梁顶煤壁。
有冒顶危险时,提前做超前板。
支架要有足够初撑力,与上顶接触严密,无空顶。
4、拉架时要保证推移步距0.6m,防止工作面落后出弯。
支架成线,偏差不得超过±
50mm。
5、支架工在工作面上漂时,及时抬好脚,下刹时卧顺架脚。
用单体液压支柱柱芯时,柱头要撑在安全可靠的地方,防止崩人和损坏设备。
上漂下刹时注意顶底板变化,使顶梁仰俯角<
±
6、要使用好侧护板及时调架,防止发生挤架、掐架现象。
7、工作面不开溜时,不得移架(机头、尾除外),以防冒顶压溜子。
移架过程中发生冒顶时,要及时拉闭锁停溜子,待冒顶处理好后再开溜。
8、开工前和收工后都必须检查好支架的各种手把是否打在零位,以免自动降架发生冒顶事故。
架箱内及架间浮煤、浮矸清理干净,并且保证支架活柱,柱缸上端平台和阀体无煤尘。
9、架子更换立柱时,首先要打好临时支柱。
用千不拉吊大柱时,要挂在牢固可靠的地点,附近不得有人作业,换下的立柱要及时外运。
10、机头、机尾拉架子时,支架工要打好招呼,所有人员躲到端头5m以外或架箱内,老塘不许有人。
11、支架有漏液以及千斤顶和支架存在问题,必须当班处理;
处理不了时,及时向队里汇报交检修班处理。
12、工作面片帮、冒顶、落煤较多时,停止移架,以防压住溜子,损坏大链及设备。
13、在工作面回采过程中,当由于液压备件供应不及时而导致支架的完好状况比较差时,坚持各班之间在工作面现场交接班制度,同时在易发生支架下降的支架顶梁下方打1~2棵单体液压支柱,柱头垫好木料,并用铁丝与支架的相应部位栓牢。
㈢移溜安全技术措施
1、溜子不运转时,不得移溜。
移机头、机尾时,可采用回柱绞车配合,绳头与机头架采用φ30×
108mm的链环勾子联接,绳道要顺线,人员躲开绳道及三角区,以防断绳脱勾伤人。
2、顶、拉溜要三组以上同时进行,配合作业,保证弯曲段长度不得小于15m,以免顶坏溜子,移溜子要成一直线。
3、移溜子必须从一个方向向另一个方向顺序移动,禁止两端向中间移。
4、机头移过后,转载机要用盖板盖好,并及时补齐柱子。
5、工作面运输机与转载搭接在200~400mm之间,保证底链不拉回头煤。
过转载机后单体液压支柱补齐补正,人员正对机头、机尾进行工作时,不准开溜。
6、发现刮板出槽时要先拉闭锁处理好后再开刮板输送机。
㈣两端头支护安全技术措施
1、上、下端头使用1.2m双铰接梁做端头
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