11400上综采工作面作业规程Word格式文档下载.docx
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采面地面位置:
西邻京珠高速,东邻小余庄,北部为大余庄其余为农田。
11400上面走向长度800m,切眼全长93m(第一切眼30m,第二切眼33m,第三切眼30m)煤层厚度0.5/4.2—3.5,煤层倾角10~14°
,工作面工业储量为32.2万吨,可采储量为31.1万吨。
地面标高+70~+72m,工作面标高-317~-351。
第二节煤层
煤层情况:
煤层构造:
单一构造;
煤牌号:
JM;
瓦斯:
低;
煤尘:
有爆炸性;
自燃发火情况:
根据鉴定,四3煤自燃等级为、Ⅱ级,自燃倾向为:
不自燃。
第三节煤层顶底板
1、煤层顶板:
煤层直接顶为砂质泥岩厚度为5-12m,局部夹炭质泥岩厚度0.2-0.5m。
再往上为风化岩(以风化砂岩为主)5-9m,上巷E389至切眼风化岩直接与煤层接触成为煤层顶板,其余地段零星接触。
2、煤层底板:
直接底板为粉砂岩厚度2m,往下为18.6m粉砂岩中夹1米,四2煤、1.8米四12和四11煤2m。
(煤层不稳定)。
第四节地质构造
一、陷落柱
工作面西部有陷落柱XS2,经过探测、钻探及巷道掘进验证,无水且位于停采线外,对回采无影响。
二、褶曲
本工作面范围内无褶曲构造
三、断层见下表
构造名称
走向
倾向
倾角
落差(m)
性质
对回采影响程度
F162
1130
230
700
4.1m
正
位于停采线外,对工作回采无影响
F159
1340
440
780
2.1m
有一定影响
第五节水文地质
一、邻区水文地质情况:
1、11400上巷t9点处有原N25#出水点位于停采线外对本工作面无影响。
2、下部为11400工作面(已回采结束)回采期间最大涌水量35m3/h现稳定在35m3/h;
11401工作面(已回采结束)初期150m3/h——最大400m3/h——现在稳定在110m3/h。
出水水源为第三系底砾岩水;
对11400上面回采期间疏水有便利条件。
二、掘进期间涌水情况:
掘进期间煤层与风化岩直接接触段有少量淋水,约10m3/h;
第二探巷(E511-E383),E511点往上43m顶板处有一水文地质孔,现水量20m3/h。
三、本工作面水文地质情况
根据钻探资料显示,该工作面四3煤层往上为砂质泥岩5-12m,四3煤层直接与风化岩接触,有少量淋水,风化岩往上为80m左右的底砾岩钻探验证无水。
回采后冒落带会与第三系形成导水通道造成局部突水,这是本工作的主要突水来源。
根据11400上面巷道掘进期间顶板与风化带的接触及11401、11400工作面回采冒落后的情况,预计工作面的正常涌水量为30m3/h左右,最大涌水量为50m3/h左右。
钻孔:
本工作面上巷E345点处有105-1钻孔、下巷E373处有CK31钻孔位于停采线外,对工作面回采无影响。
11400上面左边有XS2陷落柱位于停采线外对本工作面无影响。
四、防治水措施:
1、回采过程中加强巷道顶、底板及顶板黄泥段风化带的水情观测,如有出水征兆,立即向调度室汇报。
2、在巷道低洼处设水泵排水,完善排水系统。
第六节影响回采的其它因素
其它地质因素
地温
26C0-28C0
地压
无地压资料
瓦斯
本矿井属于低瓦斯矿井,但仍需加强通风管理,防止瓦斯积聚。
煤尘
有爆炸性
煤的自然
自燃等级:
Ⅱ级,自燃倾向:
无自燃。
第七节储量及服务年限
一、工作面储量
储量计算
工作面名称
走向长度(m)
倾斜长度(m)
斜面积(m2)
煤厚(m)
容重t/m3
工业储量(万吨)
可采储量(万吨)
回采率%
11400上
815
93
61380
0.5/4.2
3.5
1.4
32.2
31.1
95%
二、工作面服务年限
工作面服务年限=311000t/30000(t/月)=11个月
附图:
1、二1-11100采面回采地质说明书平面图
2、二1-11100采面机、风巷、切眼地质素描图
3、二1-11100采面综合柱状图
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计及采区巷道布置概况
11400上面上部为四3煤层露头,该采区工作面采用单一走向长壁布置。
11400上面上巷作为进风巷,断面:
10.8m2,支护形式为“U”型钢棚支护。
下巷断面:
10.8m2,支护形式为锚网梁、锚索联合支护,部分巷道采用U型棚支护。
工作面所采煤炭由上巷皮带运出至主井煤仓,提至地面。
二、采煤工作面上巷
11400上面上巷沿煤层顶板布置,上巷用于该工作面的进风和运煤。
上巷敷设一路规格Φ57的供水管路、Φ108mm压风管和一路Φ108mm的排水管。
根据井下实际地质条件,为了不丢失煤炭资源,在布置采面时,形成了三个阶梯状切眼,回采时另编写对接安全技术措施。
三、采煤工作面下巷
11400上面下巷作为回风巷,沿煤层顶板布置,主要用于该工作面的运料和回风,泵站的供、回液管和运输机、采煤机电缆布置在此巷道内。
下巷敷设一路规格Φ57的供水管路和一路Φ108mm压风管。
11400上面巷道布置平面图;
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、该采面采用单一厚煤层一次采全高走向长臂后退式全部垮落法的综合机械化采煤。
采用采煤机滚筒落装煤,刮板输送机运煤,液压支架支护顶板,全部垮落法管理顶板的综采采煤工艺。
工作面端部斜切进刀,双滚筒双向割煤,采煤机上下割煤,上下随采随时装煤,采用双向割煤方式,往返一次进两刀。
2、采煤机的进刀
采煤机的进刀采用上下端部自开缺口、斜切进刀的方式,斜切进刀段长度为25m,进刀深度0.8m。
具体操作如下:
(1)采煤机向下割透端头煤壁后,将两个滚筒的上下位置调换,向上返空刀,距煤机后滚筒3架正常移架推溜,使得刮板运输机弯曲段不少于15m。
(2)向上割透上端三角煤,将两个滚筒的上下位置调换,进入斜切进刀、溜子推直拉架,进入正常割煤状态。
采煤机进刀方式示意图
二、工作面正规循环生产能力
循环方式:
割煤一刀完成一个循环。
1、日进刀数:
该面采面运输机SGZ764/400运输设备运输能力最小为900t/h、40T转载机运输能力150t/h,按40T运输能力、采高3.5m,截深0.8m计算:
V=Q/(h1×
s×
q)m
=150/3.5×
0.8×
1.4×
60=0.64m/分
采煤机日进刀数为:
N=K(24-t1)/n×
L/60V+t2=0.8(24-6)/1.5×
100/(60×
8.45)+0.8=13.14循环/日
式中:
Q-最小运输能力150T/h;
h1-采高3.5m;
s-循环进尺0.8m;
q-煤的容重;
m-分钟;
L-面长100m;
K-事故影响系数0.6-0.8,取0.8;
t1-准备时间取6;
t2-每刀辅助时间取0.6;
n-割煤方式系数取1.5;
采用“三八”制作业方式,三班生产,4点班上半班检修。
2、生产能力:
工作面每天6个循环,正规循环率95%,面长L=51m,采高H1=3.3m,循环进尺A=0.8m,日循环个数B=6个,割煤回收率K=0.95,容重P=1.40,则:
平均日产量=L×
H1×
A×
B×
K×
P×
95%=1020T
月产量=1020×
30=30060T
第三节设备配置
一、采煤机
选用MG250/600-WD型交流变频电牵引采煤机一台,功率600KW,采高2-3.6m,额定电压1140V,截深0.6m,牵引速度:
0~8.3~13.9m/min。
二、液压支架的主要技术特征:
支架(61架)
型号:
ZY4800/18/38型掩护式液压支架
高度:
1.8~3.8m
宽度:
1.43~1.60m
中心距:
1.5m
初撑力:
(P=31.5MPa)3878kN
工作阻力:
(P=36.1MPa)4800kN
支架对底板比压:
2.6~3.1MPa
支护强度:
0.77~0.81MPa
移架步距800mm
泵站压力:
31.5MPa
操作方式:
手动本架操作
三、运输设备
1.刮板运输机一部,运输机型号:
SGZ-764/400(中双链):
①输送能力900t/h
②设计长度93m
③装机功率2*200kW
④刮板链速1.2m/s
2、40T刮板输送机
①、输送能力150t/h
②、设计长度60m
③、装机功率2*55kW
第三章顶板管理
第一节工作面支护设计
一、支护设计
1、工作面支护设计
估算工作面每组支架的支护强度P,顶板压力Q
(1)、按采煤工作面质量标准规定,11400上工作面支架需要承受的荷载为6倍采高顶板岩石的重量
Q=6×
采高×
岩石重力密度×
工作面长度×
支架最大控顶距
=6×
3.0×
2.5×
10×
93×
4.95
=207158KN
工作面共有61架ZY4800-18/38型液压支架,工作阻力=4800×
61=292800KN,可见,支架工作阻力大于顶板压力,所选支架的工作阻力符合要求。
所以:
工作面选用ZY4800/18/38型掩护式液压支架能够满足工作面支护需要。
二、乳化液泵站
(一)泵站及管路选型、数量
乳化泵选用BRW-315型,装备2泵一箱,高压输液管路选用高压胶管,耐压45MPa以上。
主要技术参数如下:
乳化泵:
型号:
BRW315
公称流量:
315L/min
额定工作压力:
31.5MPa
电机功率:
200KW
工作介质:
3%~5%的乳化液
中性清水
(二)泵站使用规定
要保证泵站压力不低于30MPa,乳化液浓度3%~5%。
要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。
第二节上、下巷及端头支护设计
一、上巷替棚
用木大梁(3×
0.15×
0.18m)和DZ3.15-30/100型单体柱替代U型钢棚子,并在木梁上用半圆木或道木背严刹实,最后在木梁两端打单体柱,一梁两柱,棚距0.5m~0.7m,替棚长度每天保持8m~10m。
二、两巷超前支护
上、下巷超前支护为20米,采用HDJB-1000铰接顶梁沿走向相互铰接,配合单体支柱一梁一柱两排支护,10米外可以使用单排支护,若顶板破碎、压力大时,根据现场情况增加超前支护距离。
若超前维护以外的巷道出现棚梁变形时,可打点柱、木垛支护或套棚支护,若巷道坡度较大、顶网不完好时,超前扶棚时应铺网护顶;
巷道内出现片帮等情况时,及时采用单体柱打托棚或打木垛护顶,采用锚网护帮。
上巷双排支护在替棚段20m以内使用铰接梁配合单体柱架设,排距不小于0.8m,在替棚段20m以外单排支护用单体柱在U型钢梁下打点柱;
所打单体柱三用阀的出水口方向均要朝向采空区侧。
三、端头支护
1、机头端头支护采用端头液压支架支护。
支架下滑距离上帮0.8m时开始增设一排铰接梁协助支护,当支架下滑距离上帮大于1.2米时,增设一对π型梁迈步前进协助支护,支架上窜下滑每增减0.5m,增、减一棚迈步抬棚。
黄泥顶破碎时,机头撤去U型棚子后,需要上金属网片进行支护。
2、根据工作面安装情况,机尾端头支护全部使用支架支护。
3、割煤时,允许撤掉工作面溜机头(尾)前1.0m范围内梁下支柱,推溜后老塘侧必须及时支柱,单体柱支设要牢固。
4、端尾切顶排必须及时回撤,最大拖后量不得超过后部运输机老塘侧1.0m。
回撤顺序为:
先远后近,先老塘后煤帮;
回柱前要先清理加固好安全退路,并确保退路安全畅通。
回料时要二人配合作业,一人观察顶板及四周安全情况,另一人回料。
三、支护材料使用数量、备用数量
1、工作面正常需要单体液压支柱100棵,铰接顶梁80根,π型钢4根。
2、11400上面各种支护用品备用量按不少于在用量的10%计算,DZ-2.8,DZ-3.15、DZ-3.5单体液压支柱共30棵,铰接顶梁8架,坑木2.5m3,小料2.5m3。
3、备用材料的存放地点,应保持距工作面50~100m之间,材料分类摆放整齐,标明材料名称、规格型号、数量、单价等内容,实行挂牌管理,由专人负责。
材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道。
第三节工作面顶板管理
本工作面的顶板管理采用全部跨落法。
工作面配置61架掩护式液压支架,采空区顶板随支架前移自行垮落充填。
最大控顶距4.95m,最小控顶距4.15m,放顶步距为0.6m.工作面内采用及时移架支护,即采煤机割煤后及时移架并打出护帮板。
一、正常工作时期顶板支护方式:
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护,即割煤→移架→移运输机;
采用带压移架的方式移架。
正常移架要滞后采煤机后滚筒3~5架,顶板破碎时要紧跟移架或人工操作超前移架,即:
当发现片帮严重时,不等采煤机割煤,就进行移架,再进行其它操作,工艺为移架→割煤→移运输机,移架步距0.6m。
完全推前溜滞后采煤机后滚筒不少于15m,并确保弯曲段长度不小于15m。
移架顺序为:
1、采煤机割煤并移架后,及时将支架的护帮板伸出护帮。
2、采煤机上行割煤时,自下而上滞后煤机后滚筒3~5架推溜。
3、如果工作面片帮达700mm,必须超前支护,即移架在割煤之前进行。
工作面支护要求:
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、一平、二畅通”的质量要求。
2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于3878KN。
3、采煤机割煤后,要及时打开护壁板梁,移架推溜,防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时,要及时用单体柱配合方木接顶,并超前拉架。
5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。
二、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理:
1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2、工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。
3、工作面支架以及上下巷所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度。
5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理:
加强过断层及顶板破碎回采时的顶板管理工作。
当工作面局部地段片帮较严重时,可超前采煤机移架,及时支护煤壁;
在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮。
1、当工作面顶板出现悬顶、掉矸、空顶、片帮、压力大等严重情况,必须加强临时超前支护,工作人员进入机道进行接顶和进行临时支护时,工作面采煤机、前部刮板输送机等设备,开关要停电打闭锁,并设专人观察顶板和煤壁,护好帮,执行好敲帮问顶制度,确认安全后方可工作,否则,严禁进入。
2、处理顶板条件差时,必须从顶板好的区域逐渐向差的区域进行维护,严禁空顶作业。
3、进行顶板维护时,首先用长把工具找掉危岩悬矸,进行好临时支护,确认安全后方可进行维护工作。
4、进行顶板维护时,现场要有专人指挥,运料、递料、维护人员分工明确,坚持“有人作业,有专人观察顶板”的原则,维护顶板时,应闪开维护人员在特殊应急情况下,能够及时撤离的通道。
5、进行维护工作时,左右15m不得有与维护工作无关的工作,统一口号,递料、装顶维护等动作,要协调一致,需要动作液压支架时,必须安排专人进行操作,且工作人员要闪开被动作液压支架,躲入安全地点后,才可进行操作。
6、确保顶板维护区域液压支架、单体液压支柱设备完好,液压支架支撑状态良好,不挤、不咬、不歪,达到初撑力;
顶板维护后,接顶要严密。
7、当需要维护的顶板处高度较大时,工作人员维护必须使用脚手架,脚手架的搭设要牢固可靠,不影响进行其它工作。
8、采煤机在顶板条件差的区域割煤时,必须放慢割煤速度,当出现顶板漏顶时,要及时返机,必要时必须停机移架或超前移架,且割一架,移一架;
移架、割煤时,人员必须在架箱里进行操作。
(三)应力集中区的顶板管理
1、工作面内原有的老巷属于应力集中区域,通过该区域时采取以下措施:
2、过老巷前,需提前在老巷上下口支设两个木垛;
3、在老巷内每5米打一个木垛,在木垛中间打三排木点柱,间排距1米;
4、过老巷前必须将杂物、浮煤清理干净;
5、工作面揭露老巷后,老巷口及上下3架要超前支护,伸出护帮板,将直接前梁升紧;
6、工作面与老巷口直接禁止人员长时间停留;
7、机组过老巷时要慢速行驶,有异常情况及时停机处理。
(四)过风化带时的顶板管理
11400上面部分地段为黄泥顶板,不易支护,在推过黄泥段时采用及时移架、上网的方式加强支护,预防冒顶。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
11400上面的矿压观测研究内容主要有:
支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、上下超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。
根据观测结果对工作面顶板及顶煤活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,支架对顶煤的适应性和控制效果,超前支承压力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性,工作面支护质量等进行定期分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
二、工程质量及顶板动态监测
(1)支护质量
1、采煤工作面严格按《采煤工作面安全质量标准化标准》执行。
采面保证“三直、两平、两畅通”,支架中心距1.5m±
0.1m,仰俯角小于7°
,支架歪斜上、下偏角小于5°
,移架步距0.6m,采高1.8~3.8m,平均3.6m,保持设备完好,支架初撑力不低于规定值。
支架间不能有明显错茬,(不超过侧护2/3)支架不挤、不咬、不爬,架间空隙不超过0.2m。
两巷及上、下出口畅通,达到高、宽、平、直、净,且有不少于0.7m宽,1.8m高的人行道,巷道断面不少于设计断面的2/3,且顶帮背严刹实,单体柱初撑力≥90KN,超前支护按规定支设。
(2)动态监测
1、监测方法
①在工作面及两巷特殊地段布置矿压监测站。
②沿工作面均匀布置12条监测线,分别为5架、10架、15架、20架、25架、30架、35架、40架、45架、50架、55架、61架。
③每条监测线在支架的立柱安设压力表进行动态监测。
④两端头单体柱阻力进行抽查测定。
⑤队验收员兼管矿压监测,填写记录上报技术科。
2、监控重点
①上下端头支柱②两巷动压区支护③动压异常④断层影响区
3、监测范围
①上、下巷②工作面③两端头。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、工作面生产能力分析
根据该工作面地质条件、煤层和顶板状况以及水文等地质情况,核定每天割煤5-6个循环,每个循环一刀煤,每个循环进度为0.6m。
生产班每班组织2个循环。
检修班每班组织1~2个循环。
工作面采长93m,采高平均3.6m,煤体容重1.4t/m3,每个循环出煤量为281.2t,每天工作面生产能力为1406t~1687.2t。
二、运煤系统
(一)运煤设备及装、转载方式
1、采煤机落煤,煤由刮板运输机经11400上面上巷的40T刮板运输机、带式输送机运出工作面。
2、煤炭运输路线:
11400上面→11400上面上巷→114皮带上山→东翼皮带运输巷→北翼上仓皮带巷→主井煤仓→主井→地面。
三、辅助运输系统:
地面→副井→井底车场→北翼轨道巷→东翼轨道大巷→114采区轨道上山→11400上面下巷→11400上面工作面。
11400上面运输系统图示意图
第二节“一通三防”与监控系统
一、通风系统
(一)采煤工作面通风路线:
地面→副井→井底车场→北翼轨道巷→东翼轨道大巷→114采区轨道上山→11400上面上巷→11400上面工作面→11400上面下巷→114皮带上山→东翼皮带运输巷→北翼上仓皮带巷→主井煤仓→主井→地面。
(二)采煤工作面风量计算:
1、按瓦斯绝对涌出量计算:
Q1采=100×
q瓦采×
K采通
Q1采-采煤工作面的实际需风量,m3/min;
q瓦采-采煤工作面的瓦斯平均绝对涌出量0.348m3/min(地质说明书);
K采通-采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取K=1.5.
则:
0.348×
1.5=57m3/min.
2、按工作面适宜的气候条件计算:
Q2采=60VSK=(60×
1m/s×
15.5×
0.8)m3/min=745mm3min;
V-工作面平均风速1m/s
S-工作面平均断面积,可按最大、最小控顶断面积计算;
K-综采工作面支架断面及工作面长短的调整系数。
3、按人数计算实际需风量:
Q采=4×
N(m3/min)
N-采煤工作面同时工作的最多人数,取N=90
90=360m3/min
4、按风速验算:
60×
0.25×
S≤Q采≤60×
4×
S
15S=15×
15.5=232m3/min
240×
S小=240×
15.5=3720m3/min
经验算Q采=745m3/min符合风速测定,故取Q采=745m3/min
(三)通风系统管理措施
1、该工作面通风设施由施工单位负责看管,通风队负责日常维修,专职瓦斯检查员负责监督巡视,一旦发现风量减小,风流倒向工作面立即停止生产及时查明原因,向有关部门汇报并采取措施予以处理。
在工作面正常回采前,通风队必须将联巷内风门安设完毕。
2、工作面应根据实际需要随时测风,每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上,并通知现场施工人员。
3、根据测风结果采取措施,进行风量调节。
二、防治瓦斯
(一)瓦斯检查(设点、检查次数)
1、瓦斯检查地点有工作面、回风流、隅角、移变站内。
记录工作面回风流中瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线0—20m处的回风巷内,记录工作面回风隅角内瓦斯的检查牌板设在距工作面煤壁线0-20m处的回风巷内。
2、瓦斯员分三班每班对瓦斯、二氧化碳浓度检查3次,每次检查取其最大值,间隔时间2-3h;
本班未进行工作时,每班可检查1次。
每次检查结果必须记入瓦斯检查员手册、现场记录牌板、瓦斯班报和
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