采煤工作面作业规程.docx
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采煤工作面作业规程
龙湖煤矿
19402回采工作面作业规程
工作面名称:
19402综采工作面
编制人:
区队长:
施工单位:
批准人:
编制日期:
年月日
执行日期:
年月日
审批栏
单位
审批意见
签字
编制
综采二队
生产技术部
通风管理部
机电动力部
安监部
副经理
总工
经理
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
19402工作面位于一采区包括94#煤层内,其下部是95#煤层。
具体位置及井上下关系如下表。
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
-150水平
采区名称
一采区
地面标高
+200m
井下标高
+150m—-150m
地面的相
对位置
19402综采工作面切眼位于94#西侧,停采线位于运输上山以西30m处。
两顺槽均在河道以北,并在河床保护煤柱以外。
回采对地面设施的影响
矿区地表为田地。
回采对地表设施无影响。
井下位置及与相邻关系
本工作面上水平为岩石层,下部为95#未采动煤层。
走向长度
1200m
倾斜长度
180m
面积
216000m2
第二节煤层
本工作面设计开采94#煤层,通过地质资料分析和19401工作面回采证实,该工作面范围内,94#煤层赋存稳定,煤层的厚度在2.4~2.8m之间。
具体情况如表二所示。
煤层情况表表二
煤层厚度m
2.4~2.8
煤层结构
较简单
煤层倾角/平均(度)
14
开采煤层
1
硬度
2.0~3.0
煤种
主焦煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
自14号勘探线和15号勘探线查得94#煤层厚度为2.4~2.8m,平均厚度2.6m,是矿井主要开采煤层之一,煤层厚度由东向西基本不变。
94#煤层不含夹矸。
第三节煤层顶底板
直接顶为0.85m米的灰色细沙岩。
老顶为8.4米厚粗砂岩和8.5米厚中砂岩组成,老顶厚度16.9米,粗砂岩灰白色,坚硬,以石英为主,裂隙较发育,中砂岩灰白色以石英为主,层理不明显。
直接底为0.35米厚黑色炭质泥岩块状薄层状。
老底为2.11米厚粉砂岩,致密块状下部粗砂岩层理清晰,节理发育易碎。
煤层顶底板情况表表三
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
工作面范围内为单斜构造,产状较稳定,走向近东西,向南倾斜,煤层倾角为14°。
在19402运输巷和19402回风巷掘进过程中已探明停采线以西600~1000m范围内顶板起伏不大,不需的调高。
第五节水文地质
一、含水层(顶部和底部)分析
19402工作面水文地质条件比较简单,一般为顶板淋水,水量小于20m3/h,与其它含水层无直接补给关系,对回采的影响较小。
二、其它水源的分析
浅部各煤层除大气降水补给地表强风化带外,没有其他来源
三、涌水量
预计该面正常涌水量为20m3/h,最大涌水量40m3/h。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
本矿井为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量6m3/min,绝对涌出量0.211m3/minm3/min。
CO2
CO2相对涌出量10.28m3/t,绝对涌出量0.5566m3/min。
煤尘爆炸指数
工业分析Mad0.39%,Ad12.25%,Vdaf22.38%,爆炸火焰长度100±50mm,爆炸指数Δ=30.2%,煤尘具有爆炸性。
煤的自燃倾向性
煤的自燃发火期为6-8个月
地温危害
无
冲击地压危害
无
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
Q工=S·L·H·R=1600×180×2.6×1.41=105.58万t
式中:
S为工作面走向长度,1600m;
L为倾向平均长度,180m;
H为煤层平均厚度,2.6m;
R为容重,1.41t/m3。
可采储量:
Q采=Q工×η=1355760×95%=100.3万吨。
η―工作面回采率95%。
二、采煤工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度÷月设计推进长度
=1600÷(1×0.8×6×30)
=11个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
1、运输巷沿94#煤层底板+145m水平布置,断面形状为梯形,断面积为12.9m2。
上帮采用锚网支护,顶部采用金属锚杆支护,下帮采用锚杆支护,锚杆间排距为1.0×1.0m。
沿中线掘进,铺设皮带。
2、回风巷沿94#煤层底板+185.7m水平布置,断面形状为梯形,断面积12.9m2,上帮采用锚网支护,顶部采用金属锚杆支护,下帮采用锚杆支护,锚杆间排距为1.0×1.0m。
铺设有22Kg/m道轨,作为工作面运料等用。
3、开切眼沿9#煤层底板布置,断面形状为矩形,6.5m×2.3m,断面为14.95m2,锚网梁、锚索联合支护。
巷道特征表表五
巷道名称
岩性
断面形状
支护形式
掘进断面(米)
净断面(米)
工作量(米)
支护间距(米)
19401运输巷
煤
直角梯形
锚网
9.1
1600
0.8
19402回风巷
煤
直角梯形
锚网
8.68
1600
0.8
人行上山
煤
矩形
锚杆
0.8
开切眼
煤
矩形
锚网梁
0.8
第二节采煤工艺
一、采煤方法、采煤工艺、采高、作业形式
1、采煤方法:
单一走向长壁采煤法
2、采煤工艺:
综合机械化采煤工艺。
3、采高确定:
根据所选支架高度及煤层厚度等主要技术参数综合考虑,确定采高为1.7~3.8m,平均为2.6m。
4、作业形式:
本工作面采用“四六工作制”、“三班采煤一班准备”,每班工作六小时。
循环进尺0.8m,日进度4.8m。
二、回采工艺
1、工艺流程:
班前准备→上行割煤→推移输送机→移架→下行割煤→推移输送机→移架→下一个循环
2、工艺说明:
(1)、割煤:
严格执行下行割煤。
采用MG880WD型采煤机从端头(18架左右)斜切进刀后上返割三角煤至机尾,然后下行割煤至机头,每次进刀0.8m。
(2)、装煤:
采煤机自装。
(3)、工作面运煤:
采用SGD-730/320单中链刮板输送机运煤,运输巷安装一台SZZ764/132中双链刮板转载机,一台SSJ1200/3×200胶带输送机运煤。
(4)、移架:
一般要求在采煤机上反清浮煤时距采煤机后滚筒5m处,带压擦顶顺次移架。
(5)、推溜:
严格执行上行推溜。
采煤机向上返刀清浮煤15m以后,打开推移千斤顶,把输送机推向煤壁,弯曲段长度不得小于15m,其余部分要求平、直,推输送机时动作不要过猛,推完输送机后及时将操作手把回复零位。
三、采煤工作面正规循环生产能力
采高按2.6m计算,煤的容重为1.41t/m3,正常采煤时回采率为95%。
每一个循环为0.8m。
一个循环产量:
M1=0.8×180×2.6×1.41=527.9t
日循环产量:
M2=527.9×6=3167.42t
月产量:
M3=3167.42×30=95022.72t
年产量:
M4=95022.72×11=1045249.92t
月推进度:
S=30×4.8=144m。
第三节设备配置
一、采煤机
采煤机选型主要考虑其截割功率和牵引力,参考19402工作面采煤机的工作状况,及回采经验,仍选用MG880WD双滚筒采煤机,其主要技术参数如下:
型号
采高
适应煤层倾角范围
滚筒直径
MG880WD
1.8m-3.7m
≤35°
1.6m1.8m2.0m
截深
牵引方式
牵引速度
卧底量
800mm
无链
5.5m/min
240mm
控顶距
总重
机面高度
适应煤层硬度
2200mm
29.8t
1200mm
F=1-3
二、液压支架的主要技术特征:
1.基本支架型号为ZZ4400/17.5/28
支撑高度:
1750~2800mm
支撑宽度:
1430~160Omm
工作阻力:
4400KN
支护强度:
0.67~0.78MPa
5.安装布置如下:
工作面共安装167组支架。
三、运输设备
1.刮板运输机一部,其型号为SGD-730/320,其技术参数如下:
技术特征
单位
型号SGD-730/320
出厂长度
m
150
小时运量
T
700
链速
m/s
0.93
电
动
机
型号
YSB-160
功率
kw
160×2
电压
V
1140
链破断力
KN
11300
外形尺寸(长×宽×高)
mm
1500×730×220
质量
T
140
生产厂商
西北煤机厂
2.桥式转载机一部,型号为SZZ764/132,其技术参数如下:
性能
参数
性能
参数
运输能力
500t/h
有效搭接长度
12.4m
链速
1.28m/s
电动机型号
KBY550-132
链破断力
850KN
功率
264KW
外形尺寸
1500×764×222
电压
1140V
3.可伸缩带式输送机一部,型号为SSJ1200/3×200。
技术参数对应为:
技术特征
单位
型号SSJ100/220
输送量
t/h
1600
输送长度
m
1500
托辊直径
mm
108
输送带宽
mm
1200
储带长度
m
100
机尾搭接长度
m
12
机头外形尺寸
(长×宽×高)
mm
8744×3250×2200
质量
t
188
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架的选型和支护强度的验算
1、影响支架选择因素
顶板条件、底板条件、煤层倾角及煤层厚度变化、地质构造和瓦斯涌出量等因素对支架的选型影响较大。
19402工作面直接顶中等稳定、老顶来压较明显,煤层倾角大等因素影响,19402工作面支架选用支撑掩护式液压支架。
2、液压支架规格的选择
液压支架的规格的选择依照下式进行计算:
H大=m大-Δh1=2.6-0.2=2.4m
H小=m小-Δh2-α=2.4-0.2-0.05=2.2m
式中:
H大为支架最大高度,mm;
H小为支架最小高度,mm;
m大为煤层最大厚度,mm;
m小为煤层最小厚度,mm;
Δh1为支架在最大采高时前柱处顶板下沉量,mm;
Δh2为支架在最小采高时后柱处顶板最大下沉量,mm;
α为卸载高度,50mm。
3、液压支架初撑力的确定
液压支架初撑力是由泵站压力决定。
为了防止直接顶与老顶之间的离层,初撑力设计为额定工作面阻力的70%~80%。
4、液压支架工作面阻力的确定
液压支架的额定工作阻力qH必须与支护强度qT相适应。
支护强度可用估算法或实测法确定。
本设计采用估算法进行计算支护强度。
(参考《矿山压力测控技术》,耿献文,中国矿业大学出版社,2002.1)即:
qT=8·M·γZ=8×2.5×27=540KN/m2=0.54Mp<0.67Mp
支架工作阻力pT是指支架对顶板的支撑力:
pT=S·qT=6.76×540=3601.8KN<4400KN
式中:
S为支架支撑顶板的面积,m2;
qT为顶板单位面积所需的支撑力,又称支护强度,kN/m2。
M为采高,m;
γZ为直接顶质量密度与当地自由落体加速度之积,kN/m3。
5、液压支架架型选择和额定支护强度的确定
根据生产实践经验和煤层顶板条件,4#煤层直接顶为Ⅳ类坚硬顶板,老顶为Ⅲ级强烈顶板。
参考《矿山压力测控技术》,耿献文主编,中国矿业大学等资料,选择支撑掩护式液压支架。
并结合深孔爆破处理采空区顶板。
6、结论
根据以上参数及19402综采工作面支架的改进,选用郑州煤矿机械集团有限责任公司制造的ZZ4400/17.5/28型。
并满足19402工作面各项参数要求。
预计工作面矿压参数参考表表六
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
冒落带
0.28
老顶厚度
m
冒落带
8.4
直接底厚度
m
0.35
0.35
2
直接顶初次垮落步距
m
10
10
3
初次来压
来压步距
m
21
21
最大平均支护强度
kN/m2
200
300
最大平均顶底移近量
mm
来压程度
极强烈
极强烈
4
周期来压
来压步距
m
12
12
最大平均支护强度
kN/m2
392.4
392.4
最大平均顶底移近量
mm
来压程度
极强烈
极强烈
5
平时
最大平均支护强度
kN/m2
294.3
294.3
最大平均顶底移近量
mm
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
底板允许比压
MPa
2.2
8
直接顶类型
类
四类四级
四类四级
9
老顶级别
级
Ⅳ
Ⅳ
10
巷道超前影范围
m
20
20
工作面条件与支架适应条件对照表表七
工作面条件
支架适应条件
采高
2.5m
1.75~2.8m
倾角
12°~14°
<45°
煤厚
2.4~2.6m
1.75~2.8m
煤硬度
2.0~3.0
底板比压
2.2Mpa
支护强度
540(KN/m2)
720(KN/m2)
顶板种类
四级四类
二、乳化液泵站
(一)泵站及管路选型、数量
乳化泵选用RB160∕31.5型两台。
输液管路选用高压胶管,耐压45MPa以上。
(二)泵站设置位置
泵站安设在轨道顺槽距离采煤面50m~80m的位置。
(三)泵站使用规定
要保证泵站压力大于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。
三、其它配套设备
名称型号单位数量功率电压
喷雾泵站WPZ2320/63台145660/380
深孔钻机SKZ-120A台111660
SKZ-120B台111660
无极绳绞车JDHB-30台175660/380
轻型单体液压支柱根160
第二节工作面顶板管理
一、顶板管理
1、工作面采用深孔超前预爆破全部垮落法管理顶板。
2、工作面由支撑掩护式液压支架支护顶板,采用及时打开前探梁进行支护,上行追机移架方式,支架端面距控制在拉架到位后梁端距在420mm范围内。
采煤机上返清浮煤时距采煤机后滚筒5m拉架,滞后采煤机15m推溜。
3、端头支护切顶线滞后工作面支架切顶线不得大于1.0m。
4、工作面支架必须保证良好,有完善的防倒、防滑装置,随时调整支架,保证支架伸缩梁和顶梁与顶板面接触。
5、工作面最大控顶距为4.30m,最小控顶距3.50m。
6、支护强度的计算
按实测统计法计算工作面顶板压力
P=325M0.21=325×2.60.21=394KN/m2
式中:
P-顶板压力:
KN/m2;
M-工作面平均采高:
2.6m;
需要的支架工作阻力:
394×(3.4×1.45)=1942.42KN
支架间距1.5m:
394×(3.4×1.5)=2009.4KN<4400KN
支架支护阻力:
P=Pmax×K=2009.4×1.3=2612.22<4400KN
式中:
K-安全系数,取1.3。
支撑高度:
1.75~2.8m;
工作阻力:
4400KN;
支撑强度:
0.75MPa;
支架重量:
17t;
支架规格:
长3400×宽1450mm。
经计算所选液压支架的支护强度满足工作面顶板支护的要求。
乳化液泵站:
RB160∕31.5型,泵站工作压力:
30MPa。
二、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、一净、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24MPa。
3、采煤机割煤后,要及时伸出前梁,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过5m,防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并支好支架。
5、工作面生产以前要编制初次放顶的专项措施。
三、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理
1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。
3、工作面支架以及轨道、运输顺槽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,防止出现端头冒顶。
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
当工作面揭露断层时,在回采时必须加强过断层回采时的顶板管理工作,并编制过断层专项技术措施。
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,应采取及时打开前梁、护帮板支护顶板、煤帮。
第三节顺槽及端头顶板管理
一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护
1、支护要求:
上下顺槽超前工作面煤壁20m范围内使用单体支柱配合绞接梁进行超前支护,靠上帮一排20m,靠下帮一排10m。
超前支护柱距1.2m,相邻两柱之间用φ6mm钢丝绳联锁,防倒柱伤人。
顶板破碎地段,梁上铺设金属网支护。
超前支护以外的巷道出现工字钢棚梁变形时应及时打点柱支护,棚腿损坏时要及时更换。
2、支护材料及支护密度:
铰接梁长1.2米,柱距0.6米,排距1.2米,相邻两柱之间用防倒绳连接。
端头支护支柱如出现钻底≥100mm,则必须穿鞋(200×200×10mm钢板焊接)。
靠采空区侧的一排支柱打戗柱加强支护。
遇顶板破碎,梁上铺设金属网支护。
遇顶板悬顶面积大(悬顶>10m2)时,架木垛进行加强支护。
3、支护质量控制标准
①支柱纵横成线,偏差小于±l00mm。
②支柱应支到实底,并做到迎山有力(支柱迎山角60,侧偏角30)。
单体液压支柱初撑力不小于6OkN。
③绞接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。
④所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向老塘。
⑤两巷的支撑高度不得低于1.8m,行人道宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不得小于150mm。
二、工作面端头的管理
1、端头支护的选择
端头支护的支柱型号及支撑强度不改变,仅支柱密度发生变换,引进参数N表示单位顶板面积上支柱数量来衡量端头支护的强度。
(1)采用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板时,以一组箱型梁为对象。
单体支柱数量n1=8棵,梁长3.6m,立柱组内间距为0.3m,相邻两组之间排距为0.6m,柱距为1m。
其单位顶板面积上支柱数量为:
N1=n1/S1=8÷[(3.6+1.0)×(0.3+0.6)]=1.93棵/m2
其中:
N1为单位顶板面积上支柱数量;
n1为一组箱型梁的支柱数量;
S1为一组箱型梁支柱顶板的面积。
(2)采用铰接顶梁配合单体支柱支护顶板时,支柱间排距均匀分布,以一棵支柱为对象计算较简单。
单体支柱数量n2=1棵,单体支柱间排距为0.6×1.2m。
此时单位顶板面积上支柱数量为:
N2=n2/S2=1÷(0.6×1.2)=1.39棵/m2
其中:
N2为单位顶板面积上支柱数量;
n2为支柱数量;
S2为一棵支柱支护顶板的面积。
由
(1)、
(2)可知,使用铰接顶梁配合单体支柱支护顶板的强度小于使用“四对八梁”配合单体支柱支护顶板的强度,是“四对八梁”配合单体支柱支护顶板强度的73.2%。
但根据16#煤层顶板坚硬,悬顶现象严重,根据长期的回采经验,靠采空区侧一排支柱增加了一棵戗柱,不仅在采空区侧顶板处形成了一条切顶线,而且增加了局部顶板的支护强度,即此处单位顶板面积上支柱数量约为2×1.39棵/m2,强度大于“四对八梁”配合单体支柱支护顶板的强度。
故19402工作面上下端头采用铰接顶梁配合单体支柱支护顶板。
工作面端头支护采用单体支柱配合铰接梁支护,铰接梁长1.2米,柱距0.6米,排距1.2米,梁端距为0.4米,相邻两柱之间用防倒绳连接。
支柱迎山角60,侧偏角30。
当工作面伪斜时,端头支护的每一排支柱必须与工作面伪斜角度相一致,即与工作面支架成一条直线。
支柱如出现钻底≥100mm,则必须穿鞋(200×200×10mm钢板焊接)。
靠采空区侧的一排支柱打戗柱加强支护。
遇顶板破碎,梁上铺设金属网支护。
遇顶板悬顶面积大架木垛进行加强支护。
三、支护材料使用数量、备用数量
轨道顺槽超前支护20m,需要28棵单体支柱,28条铰接顶梁;端头支护需要30棵单体支柱,30条铰接顶梁;合计需要58棵单体支柱,58条铰接顶梁。
运输顺槽超前支护前支护20m,需要28棵单体支柱,28条铰接顶梁;端头支护需要30棵单体支柱,30条铰接顶梁;运输顺槽上帮较高,需要10棵单体支柱作为贴帮柱;合计需要68棵单体支柱,58条铰接顶梁;。
工作面正常需要单体液压支柱126棵,铁鞋126个,铰接顶梁116条。
计算其备用量=126×10%=13棵。
19402综采工作面备用单体液压支柱13棵,铰接顶梁12条,铁鞋13个,坑木5m3,小板材料5m3。
备用材料的存放地点,应保持距工作面50~100m之间,在轨道顺槽下帮处。
材料分类摆放整齐,实行挂牌管理,标明材料名称、型号、数量等内容,并由专人负责。
材料存放地点必须保证有0.7m以上宽度的人行道和必需的运输通道。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
19402、综采工作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、顺槽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、观测方法
1、工作面的矿压观测
(1)支架阻力观测
利用综采工作面支架压力监测系统对工作面压力进行监测。
沿工作面倾斜布置4个矿压观测点,第一个矿压观测点设置在5号支架上,第二个矿压观测点设置在25号支架上,第三个矿压观测点设置在45号支架上,第四个矿压观测点布置在65号支架上。
由矿压部门负责采集数据、分析数据、管理设备等工作,并连续观测支架的初撑力、工作阻力。
(2)支架活柱缩量观测
用标记法在工作面上、中、下部布置3条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数,可算出循环下缩量和下缩速度。
其测线与支架阻力测线对应布置,即分别布置在5#、25#、45#和65#支架上。
2、顺槽的矿压观测
(2)巷道围岩表面位移观测
利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60m、80m、100m、120m、140m处布置五个测区,用测尺和测枪量测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。
(3)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测
回采过程中,每天随机抽取轨道、运输顺槽超前支护范围外的单体支柱,观测单体支柱支护阻力的变化情
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- 采煤 工作面 作业 规程
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