4404综放工作面作业规程.docx
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4404综放工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表
水平名称
采区名称
4404工作面
地面标高(m)
1607—1684.8
工作面标高(m)
1377—1433
地面相对
位置
地面位置有不规则农田,临近村庄。
回采对地面设施的影响
4404综采工作面位于井田西北角,地表为低山丘陵山区,黄土广布,树枝状沟谷发育,切割较为发育。
地面位置有不规则农田,临近村庄,回采时暂无影响。
井下位置及与四邻关系
该面位于井田采区右翼,西部为采空区,北部为井田边界
走向长度/m
287.51
(煤壁至停采线)
倾斜长度/m
80
(净煤壁)
面积/㎡
第二节煤层
煤层情况表
煤层平均厚度/m
7.12
煤层结构
煤层倾角(。
)
1-5
开采煤层
#煤
煤种
动力煤
硬度
f=2-4
稳定程度
稳定
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度/m
特征
老顶
砂岩
11.30m
灰白色细砂岩,水平层理发育
直接顶
中粒砂岩
10.22m
粗砂岩、砂质泥岩、中砂岩、粉砂岩
老底
泥岩
14.35m
泥岩、粉砂岩、砂质泥岩
第四节地质构造
本区基本上为低山丘陵山区,西北部底,南部高。
黄土广布树枝状沟谷发育。
切割较为剧烈。
区内较高点程为1684.8m,最低点程为1607m,相对高差为41.3m。
工作面最高点程为1433m,最低点程为1377m,相对高差为55.9m。
本区位于山西断裂隆起区北段中部、云岗向斜南西端之东翼。
东有鹅毛口断裂,西有偏关隆起,南西为平鲁向斜。
本工作面及外围巷道构造简单,对回采基本无影响。
第5节水文地质
本区水文条件简单,基本上没有河流通过本区。
主要河谷有偏岭大寺沟,干泥沟和芍药沟等均为常年干枯河流,但雨季流量较大,泉水数量不多,且为季节性下降泉,涌水量不大。
本区所处地区,属雁北高寒地带,风沙大,气候寒冷干燥,是典型的大陆性气候。
井田内地表水系不发育,无常年性河流,仅在雨季沟谷中才有流水,地表水沿流入沟谷。
区内各主要含水岩组之补给来源主要为大气降水,其特点是受气候变化及地理环境影响较大。
在雨季,地表水渗入地下而形成地下径流。
井田内矿床充水主要含水岩组为太原组、山西组裂隙含水岩组,富水性较弱,井田及附近无地表水体,地质构造简单。
断裂构造不发育,地形条件有利于水的自然排泄,奥灰水的水位标高为1210m,低于井田内煤层的标高,无承压水。
因此,本井田矿床水文地质类型确定为二类一型,属水问地质条件简单的矿床。
第六节影响回采的其它因素
经地质资料及已有巷道显示,影响本区回采的最主要因素为空巷,4404工作面从回采开始至停采线,大约过八条空巷。
工作面沿煤层底板布置,而空巷因采用“留顶、留底、采中”的刀柱式开采法位于煤层中间,受回采压力影响,极易出现顶板破碎冒落现象,部分空巷在掘进期间或工作面未回采到该位置可能就冒落。
为确保工作面回采期间顺利通过空巷,特增加此节且制定相应的安全技术措施。
一、未冒落空巷的处理
1、当工作面揭露未冒落空巷时,应及时设置风障,杜绝风流短路,导致采面供风不足。
待瓦斯员检查空巷内瓦斯、二氧化碳等有害气体不超限的情况下,方可进入空巷内进行木垛支护、排放积水、清除杂物等作业。
作业时可用风障引导风流的方法加强空巷内的通风,冲淡空巷内集聚的瓦斯、二氧化碳等有害气体。
2、人员进入空巷打木垛时必须先打超前点柱,然后按由外向里的方式进行支护作业。
木垛要打成“井”字型,材料选用长1.2米,宽0.12米,厚0.10米的优质木材。
在巷道中间每隔3m支设一个,木垛之间用一根6m木梁连接,确保稳定。
在丁字口、斜三角处要另打设一个木垛。
部分地段可加打木柱或补打锚杆对顶板进行补强支护,且前方设好栅栏,严禁人员进入。
二、过空巷方法
(一)空巷顶板完整通过方法
1、如果工作面与空巷斜交时,工作面下部先通过空巷,如果空巷与工作面平行(同一个水平),在空巷根据现场实际情况打“井”字形木垛,木垛必须要在硬底处打且接顶背实。
每3-5架打一个木垛。
调整工作面的推进方向,使其与空巷有一定的夹角,逐段通过空巷。
2、通过时,加强通风,冲淡空巷内集聚的瓦斯、二氧化碳等有害气体。
3、如果空巷在工作面上部,提前在空巷打吊棚,吊棚采用锚索+11#矿用工字钢,工字钢的长短根据现场实际情况而定,锚索采用¢15.24×5000mm,树脂药采用:
CK2360,每根锚索上两卷药,托盘采用:
200×200×10mm,吊棚排距为3.0m,
4、如果空巷未提前处理,应用单体柱配合木梁支设煤帮临时支护,并在支架顶铺设铁丝网护顶。
保持工作面与空巷有一定的夹角,使工作面安全通过空巷。
5、采煤机割煤时,要严格控制端面距,减少片帮煤,提高牵引速度,加快过空巷的速度。
6、加强组织,缩短工期,加快工作面推进速度,避免工作面压力增大,造成压架等事故。
(二)顶板破碎冒落空巷通过方法
1、揭露冒落空巷时,将采煤机停机闭锁,待冒落稳定后,将采煤机开出漏顶地段。
2、开动前刮板运输机将部分煤矸拉出,待工作面停止冒落后停溜闭锁开关,作业人员及时在空巷迎面的液压支架前探梁上绑好铁丝网。
3、在铁丝网上挂好一根长4米的木梁,用双股铁丝固定,把单体液压柱放在溜子上将木梁戗起,可稍微活动液压支架前探梁,将木梁挤进液压支架前探梁上,升紧接顶后在支护掩护下处理冒落下的煤矸,当处理的煤矸可供移一架时,用同样的方法在戗起一根木梁移一架,升紧接顶后移相邻支架将木梁担着,依此办法交替前移液压支架和处理煤矸。
三、安全技术措施
1、每次揭露空巷时,必须通知跟班领导在现场指挥。
未经跟班领导同意,任何人不得进入空巷。
每班上班前先由跟班矿长、当班队长、安全员、瓦斯员共同检查空巷内瓦斯、二氧化碳及有毒有害气体的浓度,并严格执行“一班三检”制度,如遇瓦斯超限必须立即停止作业,撤出人员,进行处理。
2、严格调节空巷与工作面的风量管理、瓦斯管理。
在空巷口必须设置可调节风帘,保证工作面和空巷内风流稳定,风量合理,瓦斯浓度在《规程》规定范围之内,方可允许工作面作业。
3、班组长、安全员必须佩戴便携式瓦检仪,瓦斯员必须及时将瓦斯检查记录告知现场作业人员。
4、在正常推进中,严禁人员随意进入空巷内。
空巷口处必须设置栅栏,并悬挂“严禁入内”的禁示牌板。
悬挂便携式瓦斯检查仪,严禁任何人员未经允许擅自进入空巷内进行作业。
5、进入空巷时,工作面队长(副队长)、安全员对空巷进行敲帮问顶,处理危岩活石、全面检查安全确认后由工作面队长(副队长)负责安排人员进行支护,参与支护工作的安全员、支护工等作业人员必须持证上岗。
6、支护木垛前先在空巷内支设单体液压柱,且每平米不少于一柱,支柱必须打在实底上,所有单体柱必须挂好防倒绳。
7、安全员安排对所需的单体柱、木柱、长短木料以及背板进行准备,材料不足或质量不能保证的情况下,人员不准进入空巷进行作业。
8、材料堆放要整齐,保证作业场所及退路畅通。
9、木垛支护好后方可割煤,严禁支护木垛与割煤平行作业。
10、每次割煤后要及时检查木垛支护情况,如有松动及时加固处理。
11、前移液压支架时,先处理好液压支架前方的矸石,要用单体柱将顶头的木垛戗好后再将前探梁或木梁窜至井字木垛里,及时将支架伸紧接顶。
前移支架时,井字木垛必须保证有相邻支架担着,单体柱顶着,操作时要合理安排工序,不准空顶时间较长。
12、过空巷期间必须加强工作面支护质量管理,严禁出现歪梁、斜柱、支架不直现象。
13、处理冒落空巷和人员进入未冒落空巷内作业时,采煤机、刮板输送机必须停机闭锁。
14、过空巷期间各级管理人员必须抓好现场作业管理,及时处理存在的问题,所有作业人员要听从指挥,不要乱窜,确保安全通过空巷。
第七节工作面几何尺寸及储量计算
(1)几何尺寸
工作面面长:
80m
工作面走向长度:
287.51m
煤层厚度:
7.12m
(2)储量计算
290×80×7.12=165184t
(3)示意图
1、回采工作面平面示意图。
2、煤层顶底板综合柱状示意图。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
1、进回风及切眼巷道布置形式
工作面上下顺槽两条巷道及切眼均沿煤层底板布置,两道相互平行,按中线掘进。
辅运轨道巷外接辅运大巷,主运煤巷道与主运皮带大巷外接,再进入采区煤仓。
2、进回风及切眼断面、形状、支护形式
工作面巷道主要采用锚杆和锚索联合支护,设计形式均为矩形巷道;特殊地段采用锚杆和锚索及钢带联合支护。
(1)轨道顺槽、皮带顺槽断面规格为:
S净=3.5m×2.8m=9.8㎡
S净=4.5m×2.8m=12.6㎡
(2)切眼断面规格为:
S净=8.0m×2.8m=22.4㎡
3、停采线位置:
根据4404工作面补采说明图显示,工作面切眼煤壁距停采线287.51m。
附:
4404工作面布置示意图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法
本工作面采用走向长壁、后退式综合机械化放顶煤,一次采全高顶板全部垮落采煤法。
2、回采工艺
(1)回采顺序
清煤
割煤→拉架→推前部溜→放顶煤→拉后部溜
3、主要工艺介绍
割煤:
割煤使用MG300/700-WG型交流电双滚筒采煤机。
割煤方式:
双向割煤、采高2.8m,截深0.8m。
进刀方式:
端头斜切进刀、进刀距离不少于30m。
附:
4404综放工作面机组斜切进刀示意图
左端头斜切进刀
A、机组割透左端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶,然后沿溜子弯曲段,机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到0.8m,顺次拉架,推移前部溜。
B、推移前部溜子机头,依次拉排头架,拉后部溜子机头,拉转载机。
C、对调上、下滚筒,返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处煤台阶,然后返空刀,顺次拉架。
D、推移前部溜机头,依次拉排头架,拉后部溜机头,拉转载机,至此,进刀完毕,之后,正常割煤。
右端头斜切进刀
A、机组割透右端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶,然后沿溜子弯曲段,机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到0.8m,顺次拉架,推移前部溜。
B、推移前部溜机尾,依次拉排尾架,拉后部溜机尾。
C、对调上、下滚筒,返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒割掉该处煤台阶,然后返空刀,顺次拉架。
D、推移前部溜机尾,依次拉排尾架,拉后部溜机尾,至此进刀完毕之后,正常割煤。
4、拉架
割煤后,距机组后滚筒4-6架进行拉架,操作方式为本架操作,顺序追机拉架,拉架步距为0.8m。
在拉排尾架时,由工作面侧依次向机尾侧拉架。
5、推前部溜
滞后拉架4-6架,即可推前部溜,顺序追机推溜,推溜步距为0.8m,推溜距采煤机的距离不小于12m,最大不超过40m,推溜时,必须保证工作面溜子能正常运行,严禁出现急弯,溜子弯曲段不小于10个支架,顶第一次机头,机尾时,机组斜切进刀;顶第二次机头,机尾时,机组返空刀正常割煤。
6、放顶煤
放顶煤滞后于拉架3—5架,放顶煤前要先调整后部溜,使溜子处于有利于放煤的工作状态,排头、排尾各四架不放顶煤。
初放顶煤:
在支架顶梁末端推出切眼3个循环后放顶煤,若放顶煤困难,可采取放震动炮的方法进行放煤,届时制定专门的措施。
正常放顶煤:
采煤机每割一刀煤,放煤一次,严禁两刀一放。
放煤顺序:
放煤顺序采用双轮顺序分段均匀放煤,由三人同时操作,三人间隔不小于五个支架,依次顺序放煤,每架放煤都要均匀放出,放煤时出现矸石就立即关闭放煤口,停止放煤。
末采放顶煤:
工作面在距停采线15m时,停止放顶煤。
7、清煤
前部溜子移过后,开始清理工作面前溜与支架底座之间,以及工作面架与架之间的浮煤,清理后的工作面2m2范围内的浮煤厚度不超过30mm,后部溜子与支架底座间的浮煤在生产过程中不清理,如果需要清理遵循本规程第七章《安全技术措施》第一节《一般规定》中第六项第5条规定。
8、拉后部溜
当工作面支架放完顶煤后,滞后放顶煤支架10个架拉后部溜子,拉溜步距为0.8m,后溜弯曲段不小于15m,严禁出现急弯。
二、工作面正规循环生产能力:
工作面开采程序为放顶煤一次采全高,开采煤层为4#煤层,机采采高2.8,放顶煤厚度为4.12m,作业方式多循环作业:
夜班完成2个循环,早班上半班为设备检修时间,早班下半班完成1个循环,中班完成2个循环。
日进5循环,循环进度为0.8m。
放顶煤步距为0.8m,综合回采率为85%,其中机采回采率为98%,放顶煤回采率为87%。
1、工作面参数:
工作面走向长度287.51(切眼煤壁—停采线)
工作面倾斜长为80m-12=68(净煤壁)安每条空巷1.5m计算,8×1.5=12m
2、循环产量:
循环产量=(工作面煤壁长×机采采高×循环进度×容重×割煤回采率)+(放顶煤长度×放顶煤高度×放煤步距×容重×放顶煤回采率)
循环产量=(68×2.8×0.8×1.45×98%)+((68)×4.12×0.8×1.45×85%)
=216.45+276.24=492.69吨
日产量=循环产量×日循环数=492.69×5=2463.45吨
月产量=日产量×天数(每月按25天计算)=2463.45×25=61586.25吨
第三节设备配置
一、工作面设备:
采煤机:
工作面采煤设备为MG300/700-WG型双滚筒采煤机;
输送机:
前溜采用SGZ764/200型刮板输送机,后溜采用SGZ830/15型刮板输送机,各铺设70m;
转载机、破碎机:
运输顺槽布置一部长46m的SZZ830/200型转载机配合PLM-1500型破碎机一台;
工作面选用ZF7200/20/32型支撑掩护式液压支架45架(含端头支架);工作面上下出口超前使用π型长梁配合DZ-3.15单体液压支柱进行支护,柱距1.0m
乳化液泵:
4404工作面运输巷安设BRW400/31.5×4A型乳化液泵2台。
二、工作面主要机电设备技术参数表:
(1)4404综采工作面设备明细表
(2)MG450/1020-WD型双滚筒联合采煤机技术特征表
(3)SGZ830/200型刮板输送机技术特征表
(4)SGZ714/315型刮板输送机技术特征表
(5)PLM1500型破碎机技术特征表
(6)SZZ1000/400型转载机技术特征表
(7)SSJ1200/2×200型胶带输送机技术特征表
(8)BRW315/31.5型乳化液泵主要技术参数
(1)4404综放工作面设备明细表
序号
名称
规格与型号
数量
单位
1
采煤机
MG300/700—WG
1
台
2
前刮板输送机
SGZ764/200
1
部
3
后刮板输送机
SGZ830/315
1
部
4
破碎机
PLM1100
1
台
5
转载机
SZZ830/200
1
部
6
皮带输送机
SSJ1000/2×200
3
部
8
移动变电站
KBSGZY-2000/10
2
台
10
馈电开关
BKD20—400A(F)
3
台
11
乳化液泵
BRW315/31.5
2
台
14
皮带开关
QJR-400/
1
台
15
开关
QBZ-80
1
台
23
综保
BZX-4-1140V/127V
1
台
(2)MG300/700-WG型双滚筒联合采煤机技术特征表
序号
项目
单位
数量
1
机身高度
mm
1422/1400
2
截深
mm
800
3
供电电压
V
1140
4
最大牵引速度
m/min
13.9
5
调速形式
无极度变速
6
装机功率
KW
700
7
滚筒直径
mm
1800
8
最大牵引力
KN
500
(3)SGZ764/200型刮板输送机技术特征表
序号
技术指标
技术参数
说明
1
型号
SGZ764/200型
2
长度
80m
3
输送量
900t/h
4
运输机链速
0.94m/s
5
电机型号
YBSD-200
6
电机功率
2×200kW
7
电机转速
1475r/min
8
电压
1140V
9
减速比
38.23:
1
10
圆环链规格
φ26×92mm
11
刮板间距
1104mm
12
破断拉力
F>850kN
13
中部槽
1500×764×275mm
14
水平弯曲
±1.1°
(4)SGZ830/315型刮板输送机技术特征表
序号
项目
单位
数量
1
输送量
t/h
1000
2
铺设长度
m
70
3
电机功率
kw
315
4
机头链轮中心高
mm
764
5
刮板链链速
m/s
1.3
6
减速器
B3KM14-3(1:
39.334)
7
额定电压
V
3300
8
传动系统
单速也可双速
(5)PLM1500型破碎机技术特征表
序号
项目
单位
数量
1
破碎能力
t/h
1100
2
最大入口断面
mm
1000×1000
3
出料粒度
mm
300mm以下
4
电动机型号
YBSS-200G
5
电动机功率
kw
200
6
电动机电压
V
1100
7
刀齿顶圆线速度
m/s
22.6
8
传动速比
1:
3.1
9
破碎轴转速
rpm
468
(6)SZZ830/200型转载机技术特征表
序号
项目
单位
数量
1
铺设长度
m
43.5
2
输送量
t/h
830
3
链速
m/s
1.8
4
刮板间距
mm
756
5
爬坡角度
度
10
6
电机功率
kw
200
7
与皮带机尾搭接长度
m
12
(7)SSJ1000/2×200型胶带输送机技术特征表
序号
项目
单位
数量
1
输送量
t/h
1000
2
运距
m
1160
3
电机功率
kw
200
4
带速
m/s
3.15
5
带宽
mm
1000
6
机尾搭接长度
m
12
7
额定电压
V
1140
8
储带长度
m
100
附:
4404综放工作面机电设备布置示意图
(8)BRW315×4A乳化液泵主要技术参数
序号
项目
参数
1
进口压力
常压
2
公称压力
31.5MPa
3
公称流量
315L/min
4
曲轴转速
428r/min
5
柱塞直径
56mm
6
柱塞行程
80mm
7
电机功率
250KW
8
电动机转速
1485r/min
9
外形尺寸(长*宽*高)
3350*1680*1460
10
安全阀出厂调定压力
34.7—36.2Mpa
11
卸载阀出厂调定压力
31.5Mpa
12
卸载阀恢复工作压力
卸载阀调定压力的75%—80%
13
工作液
5:
95乳化油和中性水配制而成
(9)ZF6800/20/32(B)型支架技术参数表
序号
项目
单位
参数
1
初撑力
KN
6184
2
工作阻力
KN
6800
3
支架高度
mm
2600/3200
4
支护强度
Mpa
0.94-1.01
5
中心距
mm
1500
6
对底板平均比压
Mpa
2.35
7
最大/最小控顶距
mm
5300/4700
8
支架支护宽度(最小/最大)
mm
1430/1600
9
支护形式
即时支护
第三章顶板控制
第一节支护设计
工作面采用放顶煤式液压支架支护顶板,全部垮落法管理顶板。
1、支架选型
ZF6800/20/32型液压支架的初撑力为6184kN(P=31.5MPa),工作阻力为6800kN(P=36.67MPa)
支架支护强度验算如下:
G=K*H*R
其中:
G-----顶板对支架的压力
K-----采高倍数
H-----采高
R-----上覆岩石密度2.4t/m3
G=(2.8×8)×2.4×9.8×0.9976=525KN/㎡
故支架支护强度满足要求。
支架工作阻力验算如下:
F=P(LK+LD)*B
其中:
F-----支架工作阻力(KN)
P-----支架支护强度取600KN/㎡
LK-----控顶距0.8m
LD-----顶梁及前梁长度5.58m
B-----支架宽度1.5m
F=600×(0.8+5.58)×1.5=5742KN
故支架的工作阻力符合要求,最后确定支架的型号为ZF7200/20/32型放顶煤式液压支架。
该工作面安装液压支架45架。
2、工作面控顶距
最大控顶距:
6.38m,最小控顶距:
5.58m,端面距:
0.8m,放顶步距:
0.8M。
3、工作面支架支护顶板的基本要求
要求煤机割煤后,及时移架支护新暴露出的顶板,缩小顶板暴露面积,以防造成片帮、漏顶、冒顶事故。
支架初撑力≥24Mpa,支架接顶要实要平。
所有支架为本架操作,在移架时两相邻支架首先推上劲,再移本架。
降架时,掌握好降架高度,做到少降快移,严禁大降慢移。
端面距大时要打出护帮板做到及时护顶或者移超前支架,端面距不得大于0.8m,确保支护质量和控顶效果。
4、端头支护及出口支护
①工作面上下出口必须安全畅通,范围内巷道高度不低于1.8m,行人宽度不小于0.8m。
②工作面上下端头支护采用ZFG6800/20/32型过渡液压支架,工作面上下端头各使用3架过渡支架。
③工作面上下出口超前修护各定为向外20m,要求行人、通风、运料畅通无阻。
④工作面上下出口超前支护使用材料为:
DZ系列单体液压支柱、л型长钢梁。
⑤工作面上出口超前支护设计:
上出口超前支护,从工作面煤壁线起向外20m,扶双排走向架棚,架棚为一梁两柱;单体液压支柱打在距梁尾两端各0.4m处,梁子用3.2m长л型钢梁,走向间距1m,顶板不好处л型钢梁上方均匀穿扒片或半圆木;超前支护支柱初撑力不低于90kN。
由于超前支护的回撤与工作面循环推进度不同步,故一次回撤架棚不得超过一棚,同时打出端头支架护帮板。
⑥工作面下出口超前支护设计:
下出口超前支护,由于巷道设计断面较轨道巷大,同时受转载机的制约,确定从工作面煤壁线起向外至转载机头,扶走向架棚,即:
巷道上帮一排、巷道下帮(转载机下帮)一排,架棚为一梁两柱;单体液压支柱打在距梁尾0.5m处,梁子采用л型4.0m长钢梁,走向间距1m,顶板不好处л型钢梁上方均匀穿扒片或半圆木;超前支护支柱初撑力不低于90kN。
转载机头向前修护长度由转载机拉移步距来确定,但是,总修护长度必须达到30m,转载机头向前修护为双排走向架棚,由于超前皮带下帮无安全距离,故双排走向架棚打扶在皮带上帮人行空间两侧,两排支柱支护间距视现场空间而定,л型4.0m长钢梁必须与转载机范围л型长钢梁成排成线
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