2104回采作业规程机采Word下载.docx
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细砂岩,平均厚度7.46m,属Ⅰ级,来压不明显。
二、煤层底板:
1、直接底:
黑色泥岩,局部为细砂岩,平均厚度3.5m,较坚硬,但遇水易变软。
2、老底:
灰黑色粉砂岩,平均厚度8.6m,属Ⅴ类。
三、综合柱状图附后。
第四节地质构造
在2104工作面现有的404m巷道中,尚存在一条正断层,其走向为13°
,落差为1.0m,倾角为45°
第五节水文地质
本工作面水文地质相对简单,主要由K8、K9、K10砂岩裂隙含水层组和第四系沙砾石空隙含水层组组成。
其中、
一、屑岩类砂岩裂隙含水层组主要由K8、K9、K10三层组成,K8、K10砂岩相对富水,K8砂岩属于弱含水层。
二、第四系沙砾石层空隙含水层组:
分布于山间河谷及沟谷地带,主要由沙质粘土、粘土、沙砾石层组成,厚0-10m,赋存孔隙水,富水性受季节影响明显。
三、本面预计正常涌水量为4m3/h,最大涌水量为8m3/h,对本工作面回采有一定影响。
四、预计2102回采工作面采空区老空水会对本面回采有一定影响。
第六节影响回采的其它因素
一、瓦斯、二氧化碳:
根据2008年度瓦斯等级鉴定;
山西省安全监督管理局【2008】69号文瓦斯等级鉴定结果批复,本矿瓦斯绝对涌出量为0.54m3/min,瓦斯相对涌出量为1.14m3/t。
瓦斯等级为低瓦斯矿井。
二、煤尘爆炸指数:
根据临汾市煤炭中心化验室提供的检验报告,该煤层爆炸指数为38.8%。
属强爆性煤层。
三、煤层自燃:
根据临汾市煤炭中心化验室提供的检验报告,该煤层吸氧量为0.63cm3/g,自燃等级为Ⅱ级,倾向性质为自燃,自燃发火期为十二个月。
四、地温:
根据乔家湾勘探区详细材料及本矿相邻工作面开采情况,本区属常温常压区,地温、地压对回采均无影响。
五、地质部门建议:
本工作面煤层有自燃和爆炸倾向,回采过程中应加强洒水灭尘工作,杜绝煤尘飞扬和煤尘堆积;
局部伪顶较薄,随工作面落煤而冒落,回采时应捡矸。
第七节储量及服务年限
一、储量:
1、工业储量;
工业储量=434×
80×
1.5×
1.35=66792t
2、可采储量=404×
1.35×
0.95=62216t
二、服务年限:
62216÷
1196=52(天)
1196为日产量。
日产量=循环产量×
每日循环数
=0.6×
0.95×
13
=1196t
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面及两道:
工作面运输顺槽、回风顺槽均采用“三三”锚杆支护方式,矩形断面,其中:
运输顺槽、回风顺槽宽度2.6m,高度1.8m。
运输顺槽用于工作面进风与运输煤炭,回风顺槽用于工作面回风与运输材料。
二、工作面及两道布置平面图附后。
第二节采煤工艺
一、采煤方法的确定:
本面回采山西组二号煤层,该煤层赋存稳定,平均厚度1.53米左右,顶板坚硬稳定,直接顶随工作面回柱而冒落,属于半硬煤层。
根据该矿现有技术装备及2101、2102等回采面的经验类比,本面采用走向长壁高档普采采煤法。
二、本工作面回采山西组2号煤层,该煤层赋存稳定,厚度1.3-1.85m,平均厚度为1.5m,采高1.5m。
三、循环作业:
本工作面采用两班采煤,一班维修加采煤的正规循环作业。
循环进尺为0.6米,早班三个循环,中班五个循环,夜班五个循环。
每圆班13个循环。
循环产量:
W=LShyc=0.6×
0.95=92.3t。
式中W表示循环产量;
L表示工作面长度;
S表示循环进尺;
h表示采高;
y表示煤的密度,取1.35t/m3;
c表示回收率,取0.95。
四、采煤工艺;
工艺流程:
采煤机落煤→清理浮煤→移溜→回柱移粱。
(一)、落煤:
1、落煤工具:
无锡产MG150/345-W双滚筒采煤机。
2、割煤方式:
割煤方式为往返一次双向割煤。
进刀方式为工作面中部斜切进刀。
3、采煤机割煤操作:
3.1采煤机的检查。
⑴各部件是否齐全、完整,各部螺丝是否齐全、紧固。
⑵截齿是否齐全、锐利、固定牢靠。
⑶各操作系统手把、按钮、阀门等是否完好灵活,位置正确。
⑷各部润滑油是否油量充足和变质。
⑸牵引链是否松紧适当、固定可靠,有无挤链,拧链和断链现象,联接环是否连接可靠。
⑹冷却和喷雾系统是否畅通,水量、水压是否符合要求,管路有无损坏。
3.2开机:
⑴把电机换向器手把转到工作位置,合上“急停”按钮。
⑵利用“信号”按钮给输送机司机发开车信号。
⑶打开水闸门,给采煤机供水,并检查机组滚筒附近不应有工作人员,否则,不得开机。
⑷按“主启”按钮启动电动机,观察滚筒转动方向及各部声音是否正常,确认无误后,转动调速手把,牵引采煤机(截割部离合手把如事先不在工作位置,应先点动电机,待电机将要停止运输时再合上离合器)。
⑸翻转挡煤板,应调高滚筒使挡煤板自由转到滚筒下面,然后下降摇臂,使挡煤板微接触底浮煤,缓慢牵引采煤机,使挡煤板借助浮煤的托力转动到滚筒后面。
3.3停机:
正常情况下,用“主停”按钮停止割煤机,停机时应先将调速手把转到零位,然后按“主停”按钮,停机10-15分钟后再关闭水门停止供水,如停机时间长应将“急停”按钮拉下来,电机换向器手把应打到停电位置。
截割部离合手把亦应转到分的位置(采煤机司机离开工作面时同样)。
3.4注意事项:
⑴采煤机的牵引速度应由小到大慢慢调整,不准快速转动调速手把和盲目开快车。
⑵不准用采煤机割石头。
⑶不准将大块矸石、煤块、木料等拉入托架下面。
⑷截割部油温不宜超过800C,牵引部油温,不得高于600C和低于150C。
⑸不同牌号的油禁止混用。
⑹非紧急情况不准用电机换向器停止采煤机。
⑺无水不得开机。
⑻检查滚筒和换截齿时必须断开电源和打开离合器。
(二)、清理浮煤:
1、攉煤工攉煤前必须首先观察工作地点的支架、煤壁、顶板、老空悬顶等情况,严格执行敲帮问顶制度。
发现不安全因素,必须先处理后才能进行攉煤工作。
2、攉煤工必须在支架保护下工作,严禁空顶作业。
在溜子前面攉煤时,要严格检查顶梁、临时柱是否架设齐全,并认真处理伞檐和松动的煤壁,然后才能工作。
3、攉煤中要锨到哪里,眼到哪里,不但要注意自己的安全,还要注意别人的安全。
4、攉煤时,不要把矸石攉到溜子里,溜子里的大块矸石要拣出来攉到老空里去。
如溜子里发现柱子、顶梁等物,要拣出来。
拣出支柱或其它物料时要抓拾其后头,必要时要先停溜子后拣料。
5、工作面上的浮煤必须清理干净,严禁丢失。
6、攉煤过程中要时刻注意溜子内是否有其它物料,以防顶伤人员或顶倒支柱。
溜子停止运转时不许往溜子内攉煤,溜子内不许站人和行走。
7、禁止向溜子内攉入其它物料。
8、收工时要将工具收拾好,交回工具房,不许乱扔乱放。
(三)移溜
1、移溜前的检查工作
⑴.检查溜子机道内浮煤及杂物是否清理干净,底板凹凸不平时,要刨平或垫平。
⑵.检查溜槽和溜槽弯曲部份是否脱节,链子是否出槽。
⑶.检查电缆、水管是否在电缆槽内,防止移溜时挤压。
⑷.发现问题不能单独处理时,必须汇报并配合班长、电钳工、支回柱工等及时妥善处理后方可工作。
2、移溜操作
⑴采煤机割煤后,应距采煤机后滚筒10米以上距离推移溜子。
⑵移溜后,要保持溜子、支架和煤壁成直线。
⑶移机头和机尾时,必须距采煤机后滚筒15米距离,机头、机尾必须一次移够步距;
当机尾没有电动机等装置时,移机尾必须停机,到位打好稳固支柱后方能启动溜子。
⑷移溜后,溜子起伏不平,需要垫平时,应该用液压千斤顶顶起溜槽处理。
⑸用回柱绞车移机头时,必须点开绞车。
严禁使用绳钩直接钩机头,必须使用钢丝绳套拴好机头再用绳钩钩住绳套进行。
⑹移溜时,应与溜子司机联系好,遇到问题,需立即停机时,应保证准时停机。
3、收尾工作
⑴溜子试车最少转两圈,不符合要求时要立即处理,直至达到质量标准。
⑵清点工具、备件等。
⑶向班组长汇报与接班人员详细交班。
(四)回柱移粱
1、回柱前要检查周围顶板、支架是否完好,把各种不安全因素处理好后,再开始回柱。
2、工作面有断梁、缺柱时,必须将断梁、缺柱补齐后方可回柱。
3、回柱要两人配合。
一人回柱,一人照明观察顶板,回柱时必须在支架完好的安全地点进行工作,要清理好后退路,打好护身柱,并告知在附近工作的其他人员。
4、回柱顺序一般自下而上,由里向外的方式回柱(特殊情况应在规程或措施内规定)。
当顶板来压或遇到其它险情时要停止回柱,待处理安全后再回柱。
5、回柱前要详细观察顶板的滑纹变化情况,根据具体情况采取相应的回柱方法。
6、工作面上、下两巷放顶线处、断层处及有复合顶板或大面积悬顶和顶板压力过大时,不得人工回柱,应用绞车远距离回柱或用其它安全方式回柱。
7、回出的单体液压支柱要补升到放顶线顶板上,实现全承载,并留出人行道。
8、单体液压支柱卸载时,必须使用卸载手把或专用工具。
卸载时必须由小到大逐步卸载,待顶板稳定,支柱脱离顶梁后,方可快速卸载。
9、单体液压支柱不准用绞车回撤。
如出现死柱子,可用掏底和松顶的方法回出,严禁放炮处理。
10、回柱过程中,对支柱要轻搬轻放,严禁乱抛、碰砸,以免损坏支柱。
11、采煤机割煤后要及时移梁控制顶板。
12、如果发现顶板破碎、压力大,待处理好顶板后再做其它工作。
顶梁上方的棚间小料必须搭接,并背严、背实。
第三节设备配置
一、工作面支护设备:
名称
型号
规格m
额定阻力Kn
额定压力MPa
支柱行程
最高高度
最低低度
数量根
单体支柱
NZ1.8-300/100
1.8
300
38
700
1800
1100
400
NZ2.2-300/100
2.0
2000
1300
100
规格
调整角度
最低高度
π型钢梁
2.85
170
二、运输设备:
数量
长度
电机功率
运行速度
刮板运输机
SGB-620/40Z
1部
100m
40kW
0.86m/s
SGZ630\220
80m
2×
110kW
1m/s
皮带运输机
DSJ65/40×
2
1000m
40Kw2
2m/s
三、其他设备:
压力
配比
采煤机
MG150/345-W
1
150KW
乳化泵
XRBZB80/35A
18MPa
37Kw
1-3%
绳径
静压力
容绳量
调度绞车
JD1.0
12.5mm
10Kn
400m
11.4kW
煤电钻
MZ-1.2
1.2kW
BRW200/31.5A
31.5
125
乳化液泵箱
RX200/16A
回柱绞车
JH-20
200
45
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、矿压观测资料:
根据鑫沟煤矿地质报告及2101、2102回采经验数据,本面与2101、2102面地质条件相近,同为山西组2号煤层,顶底板岩性相似,预计本工作面的矿压基本参数如下:
矿压参数表:
序号
项目
单位
同煤层实例
本面选取或预计
顶底板
直接顶厚度
m
3.91
基本顶厚度
7.46
直接底厚度
3.5
直接顶初次垮落步距
10-15
3
初次来压
来压步距
15-30
最大平均支护强度
Kn/m2
最大平均顶底板移近量
mm
150
来压显现程度
不明显
4
周期来压
5
平时
50-80
6
直接顶悬顶情况
基本不悬顶
7
底板容许比压
8
直接顶类型
3类
9
基本顶类型
一级
10
巷道超前影响范围
无影响
二、工作面支护设计:
1、支柱高度的选取:
本工作面的煤层最大高度为1.84m,最低为1.3m。
Hmax=1.84-0.1+0.1=1.84m
其中前一个0.1为π梁的高度。
后一个0.1为活柱伸缩量。
Hmax—支柱计算最大高度。
Hmin=1.3-η×
Mmin×
L-0.1-0.05=1.13m
其中η—顶板下沉系数,取0.025。
Mmin—本工作面煤层最小厚度。
L—本工作面最大控顶距。
0.1—π梁的高度。
0.05—工作面顶板最大下沉量。
由以上计算可知,NZ22/100的单体支柱最大支护高度为2200mm,大于计算高度1840mm,可满足支护要求。
NZ14/100的单体支柱最小支护高度为900mm,小于计算最小高度1130mm,可满足支护要求。
2、支护强度Pt计算:
Pt=9.8hvk=9.8×
2.5×
8=294kn/m2
式Pt表示支护强度Kn/m2,h表示采高1.5m,v表示顶板岩石容重2.5Kn/m3,k表示工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4—8,因本面周期来压较明显,故取系数8。
现场矿压观测工作面初次来压时支柱最大平均支护强度为294K/m2.
3、支柱实际支撑力计算Rt:
Rt=KR=0.846×
300=254Kn
式中Rt表示支撑力,R表示支柱额定工作阻力,K表示支柱阻力影响系数。
4、支护密度计算n:
Nj=Pt÷
Rt=294÷
254=1.16根/m2
5、支护材料的选型:
根据以上计算及2102工作面矿压观测资料和经验,本工作面采用2.85mπ型钢梁配合1.8m—2.0m单体液压支柱进行支护,两端头仍采用四对八根长钢梁支护,钢梁长度3.6m,交替迈步。
6、支柱间、排距的选择:
本工作面采用成对长钢梁配合单体液压支柱支护的方式。
π型钢梁沿走向成对布置,每对钢梁之间相距750mm,每对中的每根之间相距250mm。
排距设为600mm。
7、控顶距的选择:
根据2102面直接顶随回柱放顶而冒落的实际情况,本面仍采用三、四排道管理顶板,即工作面最大控顶距为4.05m,最小控顶距为3.45m,放顶步距为0.6m。
8、支柱间排距的演算:
根据支柱的间排距演算支柱的实际密度Ns。
Ns={[INT(d1/mp)+1]+[INT(d2/mp)+1]}×
n/(k×
mj)×
n
式中
INT()为取整函数。
d1为超前迈步梁支柱实际可支设宽度,取1.65m。
d2为滞后迈步梁支柱实际可支设宽度,取2.25m。
mp---支柱实际支设排距,取600mm。
K----工作面最大控顶距,取4.05m。
mj----工作面支柱实际支设间距,取1.0m。
n----工作面支柱的任意列数。
则Ns=1.72根/m2,大于Nj=1.16根/m2,故此支护密度可满足设计需要。
9、柱鞋直径的选择:
根据2102面矿压观测资料,本面支柱不需要穿鞋。
10、乳化液泵站选型:
1)泵站选用无锡产液压泵2套,型号XRBZB80/35一用一备。
2)泵站使用管理规定:
根据质量标准化验收标准,确定泵站压力不低于18MPa,乳化液配比为2-3%。
乳化液配比采用人工配比,使用比重仪检查配比结果。
第二节工作面顶板控制
一、顶板管理方法:
1、本工作面采用三、四排道控顶,全部垮落法管理顶板。
2、控顶距:
最大控顶距为4.05m,最小控顶距为3.45m,放顶步距为0.6m。
二、工作面支护:
(附材料消耗表2-2)
1、普通支护:
本面根据机采要求,扶走向π型钢梁棚,正悬臂支护,具体内容如下:
(材料消耗表如下)
备注
NZ18-100
根
NZ20-100
2.85m
450
1)工作面使用NZ18-100、NZ20-100型单体液压支柱配以2.85mπ型钢梁梁支护。
2)支护形式为π型钢梁沿走向支护,间隔0.75m成对支护,成对的每根之间相隔0.25m,进行循环时,成对的两根梁交替迈步,步距为0.6m,一梁三柱。
支柱的注液孔指向工作面溜尾方向,柱筒把手朝向老塘,垂直于顶底板支打。
端面距超过300mm时,要打临时支护;
超过500mm时,要打正规支柱。
3)鉴于该面顶板较为完整,正常回采期间,不使用木枇及芭片护顶,但遇到顶板破碎地段,应使用木枇及金属网护顶。
4)单体液压支柱使用注液枪升柱,卸载手把卸载。
支柱初撑力90KN.
2、端头支护:
端头支护采用四对八根长П型钢梁支护,梁长3.6m,每对钢梁间距0.75m,每对的两根之间间距0.25m。
采用交替迈进的方式前进。
3、特殊支护:
1)密集与丛柱支护:
工作面初放期间,在面内木垛间悬顶处布打丛柱加强支护,每三根为一组,每组间距10m,支柱打在棚间顶板上,向采空区有2º
抗山,丛柱应打成正三角形,支柱正规有劲,初撑力不小于50Kn。
正常回采期间,沿切顶线在每个棚档间增打一棵切顶点柱,以加强切顶能力。
点柱使用单体液压支柱,向采空区有2º
抗山,支柱正规有力,初撑力不低于50kN。
并要加强本地段顶板动态观测,必要时补充措施,采取其他方式加强支护。
2)护帮柱的支设:
正常回采期间,若遇顶板来压、煤壁松软时,应在煤壁梁头处见三打一护帮柱,必要时应棚棚打上护帮柱。
4、备用支护材料:
正常生产期间,工作面应备足一定数量的接顶料。
备用单体液压支柱不少于50根,型钢梁不少于20根。
所有备用材料分类码放在上出口以外100m,挂牌标示,统一管理,并根据用料情况及时补充备用材料。
5、工作面设备布置示意图附后。
6、支护顺序和要求
1)支护顺序:
割煤→清理浮煤→移溜子→拆打特殊支护→回柱移粱
2)支护要求:
①割煤后及时支设临时支护。
然后才能回柱移粱。
②支护时,梁上要用木楔刹实,不准有空顶现象。
③柱、梁编号管理,对号入座。
④失效、损坏的支柱、梁子及时更换。
⑤支柱要经过试压合格后方可下井使用。
7、超前支护与两道维护
1)两道出口从煤壁向外20m范围内扶双向走向架棚,使用金属铰接顶梁配以单体液压支柱,一梁一柱支设,支柱应打上劲,铰接顶梁必须铰接使用,梁上用木枇接顶,支柱初撑力不小于50kN。
2)加强两道维护,发现锚杆、点柱失效、顶板破碎等情况时必须采取措施加固,巷道高度保持1.8m以上,人行道宽度0.8m以上。
8、铁料管理:
1)配备专职铁管员,负责全面柱、梁的管理工作。
2)柱、梁要全面编号管理,做到对号使用,不得混用,编号不清时要及时补写清楚。
3)铁管员每班必须对柱、梁等进行全面清点、现场交接,做到帐清物明。
如发现丢失,要及时查找补充并追究责任人。
4)支柱、梁在使用过程中如有损坏,铁管员要及时予以更换补充。
工作面内不得使用失效和损坏的π型钢梁及单体支柱。
5)铁管员定期向采煤队汇报铁料管理情况,建立健全铁料管理资料。
三、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理:
1、初次放顶期间的顶板管理
1)刷面前,先将溜子调整好推到煤帮,然后画好通线。
2)切眼扶棚时,按线将梁子对准通线,并且梁子垂直通线,按750mm的棚距扶设梁棚,支柱垂直于顶、底板。
3)工作面刷齐第四档后,在工作面内按要求打好木垛,面内多余物料全部运出,工作面溜头做好超前档2-3m,留足0.7m宽人行道,一次性扶齐20m双向走向棚。
4)工作面初次放顶,成立由生产矿长为组长的初放领导小组,并制定初次放顶专项措施。
初次放顶前,生产矿长组织有关人员现场会审,确认具备条件后,方可初次放顶回料,初放小组人员分三班现场把关,并加强顶板观察,及时将现场情况汇报给矿调度室。
5)初次放顶期间,严格工程质量,特殊支护上齐,打正规,保证支护质量。
6)初放结束须经生产矿长组织有关人员现场会审批准后,方可认为初放结束。
7)刷面、初放前根据现场会审要求另行编制专项措施。
2、正常放顶期间的顶板管理:
1)回料方式:
按由溜头至溜尾、先补后回的原则依次逐棚回料.分组拉茬距离不少于15m,拉茬处应避开地质变化、悬顶等地段。
特殊支护必须在放顶前提前回撤到相应的新切顶线位置布打好方可放顶。
因本面顶板来压不明显,采空区窜矸不严重,故本面回料切顶线不采取挡矸措施。
2)回料方法:
采用人工回料,每个回料现场组不少于2人,其中1人回料、1人观察顶板。
降柱采用卸载手把。
回出的柱子及时打
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