1801工作面规程Word格式.docx
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。
工作面中部煤层较厚,开口位和切眼煤层较薄。
详见煤层结构柱状图。
(二)、与相邻已采区域的关系
1801工作面,西北是已回采的1803工作面,东北为一、二采区煤柱,西南是下一采轨道上山,东南为1030大巷及火药库。
第三节采煤工作面与地面建筑的关系
1801工作面,地面多为耕地、沟谷、有通往南村的公路一条。
回采后将会对地面耕地及公路造成更大破坏。
第二章地质概况
第一节煤层及赋存情况
1801工作面,走向长度是865米~980米,倾斜长度是140米,面积为91550米2,倾角0~12°
1801工作面8#煤层,结构2.51〈0.12〉0.67〈0.33〉0.30。
煤的硬度:
普氏硬度(f)
煤层
类矸
直接顶
直接底
2.5
1~3
6~8
煤质成分从148队提供的钻孔资料获得煤质情况:
W
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
1.09%
23.19%
24.79%
8637k/q
2.20%
29.5mm
FJM
储量计算如下情况:
块
段
号
走向长
(m)
(游标值)
倾斜长
(常数)
斜面积
(m2)
煤
厚(m)
容
重
(t/m3)
工业
储量
(t)
回采率(%)
可采
1
280
140
39200
3.93
1.40
215678
126224
2
250
32750
180190
105455
3
19600
107839
63112
294791
第二节围岩的性质及其对采煤的影响
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
中砂岩
20.13
浅灰色,石英为主,分选较好,斜层理
L1石灰岩
1.70
黑灰色,质不纯,有方解石脉
伪顶
泥岩
2.04
深灰色,质不均,斜层理,性脆
老底
2.17
浅灰色,石英为主,泥质胶结,含煤屑
第三节地质构造及水文地质情况
1801工作面地质条件比较复杂,从掘进情况可知,共有中小型断层10条,详细断层情况及位置请参阅煤层底板等高线图,中部还有一段河流冲刷带,煤层不够厚,但在掘进时已掘措施进行了处理。
地
质
构
造
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对回采的影响程度
F1
150°
60°
25°
正
4
F2
58°
148°
48°
F3
F4
330°
52°
F5
70°
160°
35°
F6
340°
15
F7
71°
341°
1.3
F8
64°
154°
F9
83°
353°
6
F10
91°
181°
1.5
本工作面水文地质条件比较复杂,在掘进时,工作面中段低洼处顶板淋水较大。
1803工作面老空积水也较大,虽然对1803工作面老空水进行了探放工作,放出了一定水量。
但在回采时还须注意放顶后老空水的观测和排放。
最大涌水量0.41m3/min,正常涌水量0.25m3/min。
第四节瓦斯、煤尘和自燃发火情况
根据矿井瓦斯鉴定结果,本工作面煤层低瓦斯,煤尘具有爆炸性。
煤层不易自燃性,地温接近地表气温。
第五节可采储量及服务年限
可采储量:
29.4791万吨
按95%的回采率计算:
29.4791×
0.95=28.005145万吨
按月产3.5万吨计算,服务年限为28÷
3.5=8个月。
第三章采煤工艺
第一节巷道布置
1801工作面由两条顺槽和切眼形成生产、运输、通风系统,运输顺槽兼做进风巷,轨道顺槽兼做回风巷。
附本工作面巷道布置平面图和巷道剖面图。
第二节采煤方法
1801回采工作面采用倾斜分层走向长壁、后退式回采,铺设的塑料网假顶全部陷落法管理顶板,选用4MG—220WI型双滚筒采煤机落煤,SGW—630/220型刮板输送机运煤,DZ-25型单体液压支柱配合2.8米兀型梁支护顶板,工作面采高2.3米,循环进度0.7米。
第三节回采工艺
工作面回采为高档普采,其主要工艺有:
予缺口——铺联顶网———割煤——错梁支柱——返刀——清煤帮——移刮板机——加柱子——移齐梁——回柱放顶。
一、破煤
机械破煤采用滚筒采煤机破煤
1、采煤机进刀方式。
在工作面中部(顶板完好处)斜切进刀。
采煤机在工作面中部先将工作面溜子前半部移到距煤壁150mm的位置,然后采煤机沿着弯曲刮板机由机尾向机头方向割煤,运行10~15米达到规定截深后,采煤机向机头方向割煤,同时将后半部溜子移到距煤壁150mm的位置。
2、采煤机割煤方式。
采煤机为分段单向割煤。
采煤机在工作面中部顶板完好处进刀割煤到机头后换向向机尾方向运行到进刀处,再向机尾方向割煤到机尾后换向返刀至进刀处。
二、装煤
采煤机在割煤过程中,依靠滚筒螺旋叶片将90%的煤自动装入溜子。
(安全质量标准化要求工作面溜子安设铲煤板,但在实际使用当中造成滚筒割铲煤板,因此建议在1801工作面暂时不安设铲煤板)剩余煤由人工装入溜子,在采煤机返刀错梁后,距离采煤机后滚筒10米追机清煤帮。
采用人工装煤时,要有保证装煤人员人身安全的措施。
三、运煤
工作面机电设备配置表
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
采煤机
4MG-200WI
部
工作面溜子
SGB-630/220
40T溜子
SGW-630/40T
皮带机
DSJ-800/1040
回柱绞车
JH-14
台
乳化液泵站
MRB125/31.5C
水泵
1、移刮板机
A、采煤机返刀后,清净煤板距离采煤机15米开始推移溜子,推移时要在溜子运行时进行,以免造成溜子卡住或断链,脱节现象。
B、移刮板机必须使用移溜器,工作时每4.5米设一台,严禁使用单体液压支柱代替移溜器。
C、移溜时,每段设有两个以上移溜器同时动作,推移前要支设好戗柱,戗柱倾角70~75度,并对周围支柱进行二次注液,移好后要先回戗柱再收移溜器。
D、推移前要先冲洗移溜器注液孔,然后再注液,推移时要密切注意戗柱,围岩动态和周围支护情况,发现煤岩有松动或周围支架有变化时立即停止推移,处理好后再工作。
E、移溜必须遵循顺序推移的原则,严禁任意分段和两段向中间挤推。
F、移过后的溜子要保持平、直并且不能出现急弯。
第四章顶板管理
第一节工作面支架布置
1、工作面单体支架的布置方式
(1)1801工作面采用DZ-25型单体液压支柱配合2.8米长兀型钢梁管理顶板,XRB2B型乳化液泵站供给高压乳化液,两顺槽超前支护使用DZ-25型单体液压支柱做腿,3.2米的兀型钢梁形成“四对八梁”支护。
(2)采用齐梁齐柱直线式布置,一梁三柱。
三排柱支护,梁距300mm,500mm,排距700mm。
最大控顶距3.6米,最小控顶距2.9米。
铺设的塑料网假顶全部陷落法管理顶板
(3)联网
A、联网使用塑料网,规格长10米,宽0.8米,采用长边连接,短边采取对接,对接200mm,联网丝用16#铅丝双股联。
B、联网要使用专用联网钩,采取联网丝间隔200mm,联网丝必须扭接三次以上方为合格。
C、联网时,工作面溜子要停开。
附工作面支架布置图。
(4)支护强度理论计算
(A)计算参数工作面最大控顶距3.6米,最小控顶距2.9米,采长140米,初采时155米。
控顶面积Smax=140×
3.6=504m2
Smin=140×
2.9=406m2
基本支柱140÷
0.8×
6=1050根
四对八梁贴帮柱:
8根
支护强度25t×
1050÷
504=52t/m2
支护密度1050÷
406=2.58根/m2
超前支护用柱:
(10+20)×
2=60根
备用柱:
(1050+8+60)×
10%=112根
工作面共计用柱:
1230根;
初采时155米,工作面共计用柱:
1566根(包括对梁七柱)。
按照太原理工大学矿压观测资料支护强度36.5t/m2
设计支护密度36.5÷
25=1.46t/m2
实际支护密度2.58根/m2
按此设计支护强度和支护密度均符合要求。
顶底板比压计算:
柱底面积:
S=6×
6×
3.14=113.04cm2
如果柱子支在煤层f=1.5
F=113.04×
1.5×
100=16956kg=16.956t
柱子实际工作阻力:
36.5÷
2.58=14.147t/根
也就是说在煤层上支柱压力达到16.956t,不会造成支柱钻底,根据支柱性能和安全质量标准化要求符合规定。
(B)、工作面基本兀型梁数
2.8米140÷
2=350根
超前支护用梁:
2÷
3+4=24根
备用梁:
(350+24)×
5%=19根
工作面共计用梁:
393根;
初采时155米,工作面共计用梁:
433根(其中3.2米兀型梁40根)。
(5)、最大控顶距3.6米,最小控顶距2.9米,附剖面图。
第二节工作面端头支护、两巷超前支护及回采巷道
1、端头支护
(A)工作面两端头采用四对八梁支护,梁长3.2米,梁间距300mm、500mm,排距700mm,一梁三柱,对梁六柱。
移机头机尾时可以一梁二柱,移过后要及时补齐。
两尾巷的交替迈步采用梁长3.2米,梁间距300mm、一梁三柱,迈步步距700mm,落山尾巷后一排在木梁下支设切顶柱。
柱距为400mm。
在正常情况下,机尾巷道与工作面收齐,机头巷道可滞后工作面一排。
2、两巷超前支护
采用单体柱做腿,兀型钢梁支护,一梁三柱,形成超前支护,支柱要成直线,柱子要打在原进度棚梁下,不在棚梁下的支柱要兀梁与顶板间构严构实。
两巷超前支护始终保持不少于20米,10米之内为双排抬棚,10~20米为单排抬棚,并在每根支柱上挂好防倒绳。
3、上、下出口及两巷维护要求
加强上、下出口管理,自工作面煤壁向外20m范围内,保持巷道净高不低于1.6m,人行道宽度不小于0.7m。
两巷净高不低于1.8m,行人侧宽度不小于0.7m,断面最低不小于设计断面的75%。
加强两巷维护,发现变形、片帮、漏顶要及时维护,确保两巷支护完整,无空帮空顶。
在断层处或破碎带漏碴处,及时套棚,构木接顶。
巷道无积水,无浮矸杂物,柱梁、材料等必须挂牌,固定地点堆放整齐,严禁乱堆乱放。
第三节工作面特殊支护
(A)遇顶板冒落,塌落时,必须用构顶的方法控制顶板,构顶采用“#”型小木垛盘紧四周,确保梁接顶严密。
(B)遇断层前后10m范围要加密支护,缩小距到200mm、500mm,而且要减慢割煤速度,分段停机作业,割一节维护一节,如果顶板下沉量大,支柱必须穿鞋,使用道板穿鞋,并加打贴帮柱。
(C)如果顶板特别破碎,不能有效维护机道时,可加打临时木棚,每两组梁间支设一根,棚梁用直径不小于180mm的方木抬梁,每根梁下至少保持一梁二柱,并加打贴帮柱。
第四节备用支护材料
备用材料根据用途,整齐地堆放在距机尾30米外的安全地方,回收的材料及时运出工作面到两巷距工作面30~50米外的地方,堆放时间不能超过三天。
第五节工作面顶板管理
1、初次放顶
(1)初采时,工作面推进四个循环,控顶距达5.2米,开始三组织初次放顶,初次放顶时:
控顶距2.4+2.8=5.2米放顶步距5.2-2.8=2.4米
(2)初次放顶前矿上要组织成立生产副矿长、总工程师、安全副矿长为组长以及技术部、生产部、安监处、通风区、机电部等部门为成员组成的初次放顶管理小组,放顶过程中自始至终要有管理小组成员在场,以便发现问题及时协调处理。
(3)初放前要对所有支柱进行二次注液,保证支柱有足够的初撑力。
初采、初放期间,工作面对梁六柱并落山第三排加带帽切顶柱,确认初采初放结束,小组成员明确顶板全面垮落后再取消落山第三排带帽柱。
2、正常放顶
初次放顶后,工作面每向前推进一个循环进行一次放顶。
回柱放顶必须坚持先支后回、先难后易的原则,先将后滞的梁前移成齐梁,顶板自然垮落。
分段放顶开口位置应在顶网完好处,分段距离不小于15米,且各段应顺同一前进方向作业。
3、末次放顶
工作面采到停采线,工作面支护缩小到最小控顶距,采煤机停在机尾段缺口处。
清净工作面浮煤,溜子移到距煤壁300mm的地方,沿工作面每对梁下打一根贴帮柱,对工作面支护进行二次注液,坏梁坏柱全部运出工作面。
确认安全后,开始工作面设备回撤,所有回撤材料、设备全部运到距离密闭10米以外的安全地点堆放整齐。
回撤顺序为:
先撤采煤机,再撤溜子,然后回撤支架。
末次放顶根据工作面实际情况放顶回收,末次放顶要由有经验的老工人担任,放顶时必须有一名老工人观察顶板,落山及煤壁动态。
瓦检员要跟班检查瓦斯、煤尘及风量情况,必要时要安设局扇通风。
末次放顶要一次连续放完,末次放顶要有矿组织生产副矿长、总工程师、安全副矿长为组长以及技术部、生产部、安监处、通风区、机电部等部门为成员组成的末次放顶管理小组技术部、生产部、安监处、通风区等有关部门组成的末次放顶领导小组统一指挥,搞好安全回撤工作。
4、初次来压和周期来压时的顶板控制
当工作面基本顶初次来压或周期来压时,随着顶板压力增大,由于工作面较长,顶板空顶时间较长。
工作面推进速度慢,或者有时因其它原因使生产受影响,使工作面的循环数减少,如工作面支护质量加强,杜绝空顶作业。
顶帽顶梁要合格,初撑力达到要求,遇特殊情况采取针对性措施,在技术上,以便在回采时加快循环速度,缩短工作面循环时间,减少顶板下沉量,从而使工作面的矿压显现小,有利于维护顶板。
在落煤方式上,要注意机采时,避免割顶,以保证顶板完整性。
加强顶板支护,在基本顶初次来压和周期来压期间,必须增加工作面的支护强度和支护密度,支柱的初撑力必须满足要求,遇破碎带必须增加工作面的支护密度,采用超前支护,前探梁探至煤壁,探梁避免点接触,必要时用大木帽构实,破碎严重时可采用人工假顶,用挂金属网。
加强板管理首先缩短空顶时间,因空顶时间与顶板下沉量成正比函数关系,所以减少空顶时间能减少顶板下沉量,有利于顶板支护,在生产中,机组牵引速度和支护要协调以保证尽量缩短空顶时间。
缩小空顶距离和悬顶面积,严格按规程作业,杜绝空顶作业,倒柱、失效柱及时补上,遇顶板变化必须通知技术部门,采取针对性措施。
加强支护质量,有破损顶梁,不合格顶帽要及时更换。
5、采空区处理
工作面采空区采用全部垮落法处理。
强制放顶:
当工作面悬顶出现或冒落不充分时,采用打密集柱办法加强支护,悬顶超过2×
5m2时,要制订强制放顶措施,强制放顶后再组织正规循环作业。
6、单体支柱的允许丢失率每月1‰,兀型梁的允许丢失率每月2‰。
第六节矿压观测
1、工作面由生产班质量员、安全员进行矿压观测。
2、工作面支护柱都必须实行全承载支护,严禁支柱闲置。
3、坚持工作面顶板动态监测,做好超前预报,测量人员必须经过专门培训,并且班班随测,发现问题通知班组长,跟班队干立即组织处理。
4、测量人员必须在现场如实填写测量数据,严禁漏查漏检。
第五章生产系统
第一节运输系统
工作面4MG—200WI采煤机落煤——工作面SGB—630/220型溜子——SGW—630/40T溜子——1801皮带巷DSP—1040/800皮带——下一采皮带上山——下一采煤库——1030大巷——主井煤库——地面。
第二节供、排水系统
1、供水系统:
地面净化水→1801两巷→工作面,供巷道定期冲洗和防灭火用。
2、排水系统:
工作面及两巷积水→下一采水仓→地面
3、防治水措施
回采过程中应作好排水准备,正常生产期间可在两巷低洼积水处安装水泵。
认真观察涌水情况,水量增加要及时采取有效措施。
采煤工作面遇有涌水,轨道巷涌水量,排水使用潜水泵。
第三节供电系统
将本工作面所有用电设备的负荷列表统计,绘制工作面供电系统图,图中应注明开关的型号及整定值、电缆的长度及型号、用电设备型号、功率等。
第四节通风系统与监控系统
1、新鲜风流——副斜井——井底车场——下组煤进风巷——下一采皮带上山——1801皮带巷——工作面(污风)—1801轨道巷——下一采轨道上山——下一采总回风巷——一采风井——地面。
2、风量的确定
(1)按甲烷涌出量计算
低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量(用瓦斯涌出量计算,采用高瓦斯计算方式)确定需要风量
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温(m3/min)
式中:
Q采——采煤工作面需要风量,m3/min
Q基本——不同采煤工作面的基本风量,m3/min
Q基本=60×
工作面控顶距×
工作面实际采高×
70%
×
适宜风速(不小于1.0m/s)
3.25×
2.25×
70%×
1=307(m3/min)
K采高——回采工作面采高调整系数,K取1.1
K采面长——回采工作面长度调整系数,K取1
K温——回采工作面温度与对应风速调整系数,K取1
Q采=307×
1.1×
1×
1=338(m3/min)
(2)按炸药消耗量计算
因不使用硝酸铵炸药所以此处不作计算。
(3)按人数计算
按回采工作面同时作业人数计算需要风量,每人供风≮4m3/min,最多人数60个人
Q采=4×
60=240(m3/min)
(4)按工作面温度计算
按工作面温度选择适宜风速进行计算
Q采=Q基本=307(m3/min)
(5)按最低风速、最高风速验算
以回采工作面最低风速0.25m/s,最高风速4m/s的要求进行验算。
Q采大≥0.25×
60×
S采m3/min
Q采大≤4×
S采m3/min
S采——采煤工作面的平均断面积,可按最大和最小控顶距断面积的平均值计算,m2
7.48=112.2m3/min
7.48=1795m3/min
所以选用工
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