4号字采煤作业规程.docx
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4号字采煤作业规程
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见表1
工作面位置及井上下关系表 表1
水平名称
+72水平
采区
名称
南二采区
地面标高
520-560m
井下
标高
回风巷
+134m
运输巷
+89m
地面的相
对位置
该工作面井上位于风井西北约1000米
回采对地面设施的影响
无
井下位置及与四邻关系
井下位于南二皮带道北侧,南至预计采终线,北至8线,上至二段6—5工作面运输顺槽,下至本工作面运输顺槽
走向长度
700m
倾斜长度
151.5m
面积
106050m2
附图1:
工作面井上下对照图
第二节煤层
本工作面煤层为6-5煤层,该煤层为复合煤层,结构较复杂,具体情
况见表2。
工作面煤层情况见表2
表2
开采
煤层
6-5煤层
煤种
褐煤
煤层
结构
复合
煤层
煤层倾角(°)
15-23°
煤层厚度(m)
5.71-7.78m/6.96m
煤硬度
f=2-3
稳定
程度
稳定
煤层情
况描述
该煤层为复合煤层,结构较复杂,煤层厚度由南至北逐渐变薄,煤层最大厚度7.78米,最小厚度为5.71米,平均为6.96米,夹矸层数2—3层,一般为2层,夹矸累计厚度为0.47—2.03米,由南至北逐渐变厚,夹矸厚度0.16—1.0米,一般在0.16—0.4米左右,夹矸岩性多为泥岩,局部为中粒砂岩。
该煤层以亮煤为主,节理发育
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3
煤层顶底板情况表表3
顶、底
板名称
岩石
名称
厚度
m
特征
老顶
细砂岩
直接顶
粉砂岩、细砂岩
伪顶
无
直接底
泥岩、粉砂岩、细砂岩
附图2:
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
运输顺槽见F6-1断层。
其位置、产状、展布形态见平面图,对生产不会造成较大影响。
二、褶曲情况及其对回采的影响
无
三、其他因素对回采的影响(小煤窑、变质煤、老巷等)
无
附图3、4、5:
工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。
第五节水文地质
一、含水层(顶部和底部)分析
本工作面主要充水因素:
本工作面有上幅6—4煤层灌浆水,断层水和煤系煤层含水
二、其它水源的分析
无
三、涌水量
1、正常涌水量10m3/h
2、最大涌水量12m3/h
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况:
影响回采的其它地质情况表 表4
瓦斯
低瓦斯矿井,绝对瓦斯涌出量0m3/min
CO2
低CO2矿井,绝对CO2涌出量0.27m3/min
煤尘爆炸指数
46-51%
煤的自燃倾向性
二类自燃煤层,易自燃发火
其他危害
无
二、地质部门的建议:
1、回采过程中过F6-1断层时,要加强顶板管理。
2、掘进过程中,虽对6-4采空区及二段6-5采空区进行了探放水,但采空区内可能还存在少量的积水,在回采过程中要针对顶板淋水情况进行探放,确认无安全隐患时,方准可采,总之要坚持“有疑必探,先治后采”的原则。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量:
Zc=L走×L倾×h×γ
式中:
Zc—工作面工业储量,万t;
L走—工作面走向长,m;
L倾—工作面倾向长,m;
h—煤层厚度,m;
γ—煤容重,t/m3;
Zc=700×151.5×6.96×1.32=97.4302(万t)
2、工作面预计采出量:
Z=674×151.5×6.96×1.32=93.8114(万t)
3、预计回采率:
采区79.7%工作面85%
二、服务年限:
工作面可采期=Z/设计月产量
=93.8114/11=8.53(月)
第二章采煤方法
1、采煤方法:
采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法。
2、使用依据:
本工作面煤层为6-5煤层,属厚煤层,煤层倾角15°—23°,平均18°。
厚度5.71-7.78米,平均6.96米。
根据煤层赋存条件确定使用综采放顶煤采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置概况
本工作面为SⅡN36-5工作面,位于南二皮带道北侧,运输顺槽通过+72集运巷和+72车场与南二轨道上山相连,回风顺槽通过+134运输石门和南二3#材料斜巷及+110车场与南二轨道上山相连,工作面沿走向布置。
工作面走向长700米、倾向长151.5米。
巷道断面大小、支护方式及用途:
巷道名称
断面面积
支护方式
位置关系
用途
工作面回风顺槽
10.2㎡
锚网支护
+134
运料、回风
工作面运输顺槽
10.2㎡
锚网支护
+89
运煤、进风
切眼
14.5㎡
液压支架支护
回采
附图6:
工作面及巷道布置平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
正常生产时工艺过程:
采煤机端头斜切进刀→割煤→移架→移前部输送机→放顶煤→移后部输送机
1、采煤机进刀方式:
采煤机采用端头斜切进刀割煤,不留三角煤,斜切进刀长度不小于30米,截深0.6米。
2、割煤:
采用双向割煤,采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,往返两刀,利用滚筒旋转装煤,剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。
3、移架:
采用追机及时移架支护形式,移架滞后采煤机后滚筒距离不大于9米,移架步距0.6米,采用带压擦顶移架,端面距不超过340mm.操作液压支架顺序为:
机组割煤后伸伸缩梁---移架---收伸缩梁
4、推前部输送机:
在移架后顺序推前部输送机,滞后移架10-15米左右,其弯曲段长度不小于30米,推溜步距为0.6米,推输送机时不得出现急弯,以防出现断连接环、连接头或溜槽错口。
5、放顶煤:
放煤方式为两采一放,放煤步距1.2米,距上下端头各4.5米严禁放顶煤,放煤方法为两轮、间隔、顺序、等量放煤法,放煤顺序为随机放煤,第一轮按1、3、5奇数放煤口顺序放煤,第二轮按2、4、6偶数放煤口顺序放煤,每次放出煤量的二分之一,当矸石放出货量的三分之一时停止放煤。
6、拉后部输送机
后部输送机在放完顶煤后拉移,拉移步距为0.6米,必须依次顺序拉移,严禁相向操作,杜绝误操作,并确保弯曲段不小于30米,确保拉移到位。
附图7:
采煤机进刀方式示意图。
二、工作面正规循环生产能力
W=LSMγc=151.5×0.6×6.96×0.85×1.32=709.85(t)
式中:
W-正规循环生产能力,t;
L-工作面长度,m;
S-工作面循环进度,m;
M-采高,m;
γ—煤容重,t/m3;
c-工作面回采率,%。
第三节设备配置
一、采煤机
选用MXG250/600DA型交流电牵引采煤机1台,主要技术参数如下:
采高1.8-3.6m
电机功率2×300KW+2×40KW+7.5KW
截深0.83m
牵引速度0-8.3-13.9m/min
牵引方式交流变频调速,电机驱动齿轮销轨式牵引
二、运输设备
1、工作面刮板运输机
选用SGZ764/630型双中链可弯曲刮板输送机一台,主要技术参数如下:
电机功率2×315KW
运输能力1000t/h
中间槽尺寸1500×724×290mm
2、转载机
选用SZZ764/160转载机1台,主要技术参数如下:
电机功率160KW
运输能力1000t/h
链速1.33m/s
中间槽尺寸1500×764×800mm
3、顺槽皮带
选用SDJ-1000/2×75皮带机2台,主要技术参数如下:
电机功率2×75KW
运输能力1000t/h
带宽1000mm
带速2.5m/s
刮板输送机SGW-150
4、辅助运输设备
SQ-80(75B)无极绳绞车1台,主要技术参数如下:
最大拉力80KN
绳径φ22mm
绳速0.67m/s(慢)1.12m/s(快)
JD11.4型调度绞车4台,主要技术参数如下:
静拉力10KN
绳径φ12.5mm
绳速最大1.033m/s最小0.433m/s平均0.433m/s
容绳量400m
滚筒直径φ224mm
外型尺寸1100×765×730mm
JHMB-14型回柱绞车2台,主要技术参数如下:
拉力(平均)14KN
绳径φ22mm
滚筒直径φ400mm
外型尺寸2730×984×1172mm
三、液压支架
1、选用ZF4O00/14/28型液压支架95部,主要技术参数如下:
架宽1430mm-1590mm
支撑高度1400mm-2800mm
初撑力31.5Mpa
工作阻力4000KN
支护强度0.63Mpa
底板比压1.28Mpa
2、选用ZFG4400/17/29型支架6部,主要技术参数如下:
架宽1430mm-1590mm
支撑高度1700mm-2900mm
初撑力31.5Mpa
工作阻力40.6Mpa
支护强度0.68Mpa
底板比压1.4Mpa
附图8:
工作面设备布置示意图。
第三章顶板管理
第一节 工作面支护设计
一、综放工作面
1、液压支架合理的支护强度:
(1)采用经验公式计算:
pt=9.81{(4~8)Mγ+Hγ煤}
pt=9.81{5×2.6×2.5+7.78×1.32}=419.57(KN/㎡)
式中:
pt—支架合理的支护强度,KN/㎡;
H—顶煤最大厚度,m;
γ煤—煤容重,KN/m3。
4~8—应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,本工作面取5。
通过以上计算可知工作面支护强度应大于419.57KN/㎡
2、验算选用的支架支护强度的合理性:
(1)验算基本架:
比较P1=F1/S1与Pt
P1=F1/S1=(4000/6.56)KN/㎡=701.22
式中:
p1 -基本架支护强度,KN/㎡;
F1-基本支架设计工作阻力,KN;
S1-基本支架支护面积,㎡;
pt—合理的支护强度,KN/㎡;
(2)验算过渡架:
比较P2=F2/S2与Pt
P2=F2/S2=(4400/7.41)KN/㎡=674.76
式中:
p2 -过渡架支护强度,KN/㎡;
F2-过渡支架设计工作阻力,KN;
S2-过渡支架支护面积,㎡;
3、支架对工作面条件适应条件比较
工作面上下端头选用ZFG4400/17/29型过渡支架,其它选用ZF4000/14/28型支撑掩护式低位放顶煤液压支架,工作面支架由下向上依次编号分别为1#-101#。
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,本工作面所选的支架型号完全能够满足支护要求。
参考表5内容进行适应性比较
支架参数对照表 表5
项 目
工作面
实际条件
支架参数
比较结果
采高(m)
2.5
1.7-3.8
1.7<2.8<3.8
倾角(°)
18°
<15°
6°<15°
煤厚(m)
6.96
1.7-3.8
1.7<2.92<3.8
煤硬度(f)
1-2
2-2.5
1-2<2-2.5
底板比压(kN/㎡)
)
4.5
1.28;1.4
4.5>1.28;1.4
支护强度(kN/㎡)
419.57
701.22;674.76
343.35<701.22;674.76
顶板类(级)别
Ⅱ
Ⅱ
Ⅱ=Ⅱ
二、乳化液泵站
1、泵站及管路选型
乳化液泵型号为BRW315/31.5型,数量2台(一台使用一台备用);乳化液泵箱一台(即两泵一箱);输液管路选用φ25高压胶管,耐压34Mpa以上。
2、泵站设置位置
泵站安设在回风巷,距工作面60米左右车上,随工作面向前推进随时移动。
3、泵站使用规定:
(1)卸载阀整定值为31.5Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。
(2)使用乳化液自动配比装置,乳化液浓度保持在3%-5%之间,并经常用折射仪检查配比浓度。
(3)要加强泵站设备、管路的维修和保养,保持液压系统完好,杜绝跑、冒、滴、漏液现象。
第二节工作面顶板控制
一、顶板支护方式
工作面布置95部ZF4000-14/28型液压支架,6部ZFG4400—17/29型过渡支架,共计101部支架支护工作面顶板,支护方式采用及时移架方式,过渡支架最大控顶距为5.108m,最小控顶距4.508m;中部支架最大控顶距为4.852m,最小控顶距4.252m;
支护要求如下:
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、两畅通”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31.5Mpa。
3、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架,否则要及时调整。
一、特殊支护形式
1、如果顶板破碎必须采用立即支护,即采煤机后滚筒割过后,带压擦顶及时移架,并伸出伸缩梁。
2、如果工作面片帮达800mm,必须超前支护,即移架在割煤之前进行。
3、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并升实支架。
两巷回柱放顶
回柱放顶的方法是使用绞车、配合滑轮,严禁人工放顶。
1、回柱前,维护好附近支护,找掉顶板活煤矸,清理好退路,保证退路畅通。
2、回柱方法,是用单体卸液手把远方操作,由里向外,先柱后梁。
3、注意事项:
(1)放顶时要有专人观察顶板情况,先检查后工作。
(2)放顶时严禁操纵端头支架。
(3)回单体时慢试慢回,严禁猛回。
(4)对埋得深的单体不能硬拉,采用卧底法处理。
(5)绞车要支设牢固,绳和绞车要符合规定,放顶时人员躲到不能发生崩绳、崩柱、甩勾、断绳伤人的安全地点。
(6)放顶线有窜矸危险时要设挡矸帘。
二、特殊时期的顶板控制
初次或周期来压及停采前的顶板控制
1、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强工作面的支护,采取超前带压擦顶移架,对顶板进行支护
2、工作面支架初撑力不低于31.5Mpa,回风巷、运输巷所有单体支柱初撑力不低于90KN,特别注意工作面中部及端头支架的初撑力及支架状态,确保整体支护强度,预防发生冒顶事故。
3、加强上端头顶板控制,打好关门柱,并上齐防倒绳。
附图9:
工作面平面示意图、剖面图。
第三节运输巷、回风巷的顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的超前支护
1、本工作面运输巷、回风巷均采用锚网支护,巷道断面较大,打超前支护时需在顶部先架设木垛接顶,在木垛下用1.2m铰接梁配3.15m单体液压支柱支护,一梁一柱,不得间隔。
2、工作面回风巷、运输巷的超前支护均采用DW-35-250/100X单体液压支柱配合SZ07铰接顶梁支护,支护距离单排不少于20m,双排不少于10m。
3、超前支护范围和长度可以根据动压情况适量增加,但不得少于20m。
4、超前支护范围以外的巷道也必须对锚杆紧固状态、受力状态、巷道变形情况经常检查,发现问题立即处理。
5、超前支护以外出现失修巷道时,应及时打点柱支护,顶板破碎时加密支护。
6、单体液压支柱参数:
型号DW-35-250/100X
最高高度3500mm最低高度1980mm
活柱行程1520mm额定工作阻力250KN
工作压力34.6Mpa
6、支护质量要求:
(1)两巷单体液压支柱要打成一条直线,其偏差不得超过+100mm。
采用防倒绳或防倒杆,以防倒柱伤人。
(2)支柱应支到实底上,垂直于顶底板,支柱初撑力不小于90KN。
(3)铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。
(4)两巷的高度不得低于1.8m,行人宽度不得小于0.7m,单体支柱活柱行程不小于200mm。
(5)超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
二、工作面端头及安全出口的管理
1、每班安排专人对两安全出口维护,清理浮货,确保巷道高度不低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m。
否则,需要卧底、扩帮。
2、必须经常捋顺吊挂安全出口处的管路缆线,严禁在安全出口堆积杂物影响行人。
3、在上下两巷切顶线处及时打好关门柱,关门柱不少于4棵,并要拌子拉严,防止老塘窜货。
4、超前支护严禁超前或滞后放顶线回收。
5、单体液压支柱与铰接顶梁要确保完好,严禁使用不完好的单体。
6、当上、下端头压力较大,顶板下沉严重时,在上、下端头延走向架设4m∏型钢梁配单体液压支柱加强支护端头顶板。
7、钢梁必须成对使用,迈步前移;对梁间距0.2m,一梁三柱;对梁密度及超前工作面煤壁距离视动压情况而定。
8、当切顶线以后出现悬顶时,必须打切顶支柱进行切顶。
三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面回风巷需备用4车松木刹杆、4车大拌子、2车3米松木料,维持正常生产需DW-35-250/100X单体液压支柱60棵,SZ07铰接顶梁60根,有条件可对两巷的超前支护适当加长。
(1)支柱、顶梁要建帐统一管理,现场牌板与实物相符。
(2)支柱、顶梁码放整齐,损坏的柱、梁不得使用,及时更换升井。
(3)支护材料存放于距工作面60m左右,设专人负责并挂牌管理。
附图10:
工作面运输巷、回风巷及超前支护平剖面图。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
工作面的矿压观测主要内容有:
支架阻力观测、两巷超前支护范围内单体液压支柱的压力观测,以及支护质量动态监测。
根据监测结果对工作面顶板活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,超前支承压力影响范围和特点,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、矿压观测方法
工作面每5部支架安装一组压力表,监测支架立柱的阻力情况。
每班工人在操作支架时,必须将支架升实,保证支架的初撑力。
由专人对支架的初撑力情况进行监测并记录。
三、支护质量监测
每旬由生产部门不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次,对检查中存在的问题,由队里负责立即整改。
监测内容主要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面顶板冒落情况,单体支柱初撑力、超前支护质量等。
第四章生产系统
第一节运输
一、煤炭运、装、转载方式及路线
1、煤炭运、装、转载方式
工作面采用双滚筒采煤机落煤和架后放顶煤,采煤机滚筒叶片和输送机铲煤板配合将煤自行装入运输机,割落的煤及自行跨落的顶煤,由工作面前后运输机输送到SZZ764/160转载机,经二部DSJ100/800型带式输送机后
2、运煤路线:
工作面——+89运输顺槽——+72集运巷——+72溜煤眼——南二皮带道——南二采区煤仓——±0运输大巷——主井——地面选煤厂
二、辅助运输方式及路线
1、工作面运送物料,采用无极绳牵引车和绞车运输方式。
2、运料路线:
地面——副井——±0运输大巷——南二采区下车场——南二轨道上山——+110车场——南二3#材料斜巷——+134运输石门——回风巷
附图11:
运输系统示意图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
1、风量计算:
(1)、工作面实际需要风量:
(按工作面温度计算)
Q=60·V·S
=60×1.0×12.6=756(m3/min)
工作面温度为20-23℃,则V:
回采面适宜风速为1.0-1.5m/s,取1.0m/s;S:
回采面的有效面积,S=S荒-2S溜子-S柱体=12.6m3;
(2)、按沼气涌出量计算:
Q=100·q·K=100×6.4×1.2=768(m3/min)
q:
取已采过综采工作面沼气绝对涌出量的2倍,q=3.2×2=6.4m3/min;K:
回采工作面的通风系数,取K=1.2
(3)、按工作面最多工作人员计算:
Q=4·N=4×50=200(m3/min);N:
回采面最多同时工作人员,取N=50
(4)、按炸药量计算:
Q=25A=25×0.45=11.25m3/min;A:
一次爆破最大的炸药量,A=0.45kg
(5)、按风速进行验算:
按最低风速进行验算:
Q>15×S=15×13.8=207m3/min
按最高风速进行验算:
Q<240×S=240×13.8=3312m3/min
根据上述计算,取综放工作面配风为Q=?
756m3/min
2、通风路线
地面——副井——±0运输大巷——南二皮带道——+72入风石门——+89运输顺槽——工作面——回风顺槽——+134运输石门——南二3#材料斜巷——+110车场——南二轨道上山——+200车场——风井——地面
二、防治瓦斯
1、瓦斯检查:
工作面设一名专职瓦检员,检查点与要求如下:
工作面设瓦检点5个:
(1)工作面运输、回风巷(上下出口10m以外);
(2)上隅角;
(3)工作面前部刮板输送机上空间风流中;
(4)工作面后部刮板输送机上空间风流中;
(5)运输、回风巷的各配电点。
每班至少检查2次将检查情况向矿调度室和通风区汇报,当发现瓦斯超限时,必须按《煤矿安全规程》第135条和136条规定处理,并立即向调度室汇报。
2、瓦斯监测
(1)、加强对工作面瓦斯的监测,在工作面上隅角、回风巷10m之内回风流中、距回风巷回风口15m内回风流中分别安设瓦斯监测探头。
探头布置在巷道的上方,垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷道上帮不小于200mm。
瓦斯报警浓度大于等于1%、断电浓度大于等于1.5%、、复电浓度1%,断电范围为工作面及回风巷的全部非本质安全型电气设备。
(2)、每周至少对各探头维护调校一次,同时对闭锁断电系统进行试验,每班用瓦斯检定器对瓦斯探头数据进行校对,发现问题及时分析处理。
(3)瓦斯监测系统必须由专人进行维护,确保系统的灵敏可靠。
三、综合防尘系统
1、防尘管路系统:
本工作面防尘用水由地面蓄水池通过管路供给,上、下顺槽两路水管铺设的管径分别为:
(1)、回风顺槽:
铺设2寸供水管路一路,每隔100m设一个三通阀门,供给采煤机内外喷雾,架前喷雾,放煤口喷雾,工作面洒尘及泵站用水。
(2)、运输顺槽铺设1寸供水管一路,每隔50m设一个三通阀门,供给巷道洒尘用水,各转载点喷雾用水。
2、防尘措施
(1)、采煤机内外喷雾:
要求喷雾端完好不堵塞,内喷雾压力不小于2Mpa,外喷雾压力不小于1.5Mpa;喷雾程度高,特别是外喷雾要能够封闭截割产尘部位。
(2)、转载点喷雾:
工作面各部输送机及转载机头各设一组喷雾设施,并有专人负责管理,水压不小于0.4Mpa。
(3)、全断面防尘水幕:
上、下两道距工作面出口60m范围内必须各设一道封闭全断面的净化水幕,每道水幕的喷雾头不少于3个,且雾化良好。
两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。
(4)、煤尘清洗:
定期对上、下两道巷帮进行冲洗,保证不得有煤尘堆积。
(厚度不超过2mm,连续长度不超过5m)
(5)、工作面采煤机司机、放煤工、移架工及在工作面回风顺槽工作的其他人员必须佩带防尘口罩。
四、防治煤层自然发火技术措施
1、监测系统
(1)、充分利用矿井瓦斯监测系统监测一氧化碳的变化情况,在工作面上隅角距回风巷10m之内回风流中安设一氧化碳传感器,实时检测巷道内一氧化碳气体变化情况,以掌握可靠的数据。
(2)、利用埋设的束管监测系统进行监测采空区的各种气体变化情况,通过采样泵将12个采样点的气样分别采集到12个球胆内,然后带到地面,送公司通风管理部化验室进行分析。
每周至少测定一组数据。
2、综合防灭火措施
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- 采煤 作业 规程