8208面作业规程新.docx
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8208面作业规程新
第一章概况
第一节81616工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系见表一。
表一81616工作面位置及井上下关系表
水平名称
1200水平
采区名称
416盘区
地面标高/m
1265/1351
井下标高/m
986/1026
地面相对位置
位于罗家新窑东约800米处,地势平坦,多为耕地,无任何建筑物。
盖山厚度,262-321米。
回采对地面设施的影响
回采对地面无大的影响。
井下位置及
与四邻关系
该工作面北东隔断层煤柱为四台矿界,北西为小窑破坏区,南东为81614现掘工作面,南西为81619已采工作面。
走向长度/m
906
倾斜长度/m
125
面积/m2
117364
74.8
55
第二节煤层
煤层赋存情况见表二。
表二煤层赋存情况表
煤层厚度/m
2.0-4.20/2.82
煤层结构
简单
稳定程度
稳定
开采煤层
14#层
煤层倾角/(°)
1°—5°/3°
煤层情况描述
工作面煤层走向北,倾向北西转南东,煤层厚度稳定,结构简单,为向斜构造,为单一煤层。
煤质情况
M
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
8
16.41
5925
1.6
2#弱粘煤
第三节煤层顶底板
具体工作面煤层顶底板情况详见表三
表三:
工作面煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度/m
岩性特征
老顶
粉细砂岩
2.0-8.90/5.45
灰色粉细砂岩,局部夹粗砂岩
直接顶
中细砂岩
2.50-8.60/5.55
灰色中细砂岩,顶部有一层0.30-0.80米的薄煤层
伪顶
粉砂岩
0.2-0.4/0.30
深灰色粉砂岩,薄层状、易冒落
直接底
粉细砂岩
1.60-3.10/2.35
灰色粉细砂岩
附图:
煤层综合柱状图。
第四节地质构造
目前工作面揭露6条断层,另外发育多条小型断裂,发育多条幅度较小的冲刷。
表四:
工作面断层情况表
断层名称
走向/(°)
倾向/(°)
倾角/(°)
性质
落差/m
对回采的影响
F1
170
260
68
正断层
0.60
有影响
F2
1
181
63
正断层
0.50
有影响
F3
86
176
67
正断层
0.80
有影响
F4
168
78
83
正断层
2.70
有影响
F5
142
232
71
正断层
1.50
有影响
F6
66
156
72
正断层
1.50
有影响
附图:
工作面运输巷、轨道巷断面图。
第五节水文地质
一、含水层分析
14#层81616工作面对应上部为11#层红旺、大桥、罗家辛窑,小窑采空区,有积水及灌浆积水,已施工19个放水孔,对上部积水进行了排放,上部已没有大面积积水,局部低洼处可能有少量积水,配置排水设备,随时排放工作面积水。
二、涌水量
正常涌水量:
0.09m3/min.最大涌水量:
0.16m3/min.
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况(表5)
表五:
影响回采的其他地质情况表
瓦斯
相对涌出量为0.18米3/吨,绝对涌出量为3.24米3/分钟
煤尘
煤尘有爆炸危险,爆炸指数位27.41%
煤的自燃
煤有自然发火现象,最短自然发期为六个月
地温
无
地压
无
第七节储量及服务年限
储
量
计
算
走向长
(m)
倾斜长
(m)
面积
(m2)
煤厚
(m)
容量
(t/
M3)
工业储量
(t)
回采率
(%)
可采储量
(t)
906
125
113250
2.82
1.30
415174.5
93
386112.3
74.8
55
4114
2.30
12300.9
11439.8
一、储量
工作面的工业储量:
=415174.5+12300.9=427475.4吨
工作面的可采储量:
=L*B*H*R*C
=906×125×2.82×1.30×93%(回采率为93%)
=386112.3吨
=74.8×55×2.30×1.30×93%
=11439.8吨
总=386112.3+11439.8=397552.1吨
式中:
L—工作面长度m;
B—可采走向长度m;
H—工作面采高m;
R—煤的容重,1.30t/m3;
C—回采率93%。
二、服务年限
工作面的设计日生产能力:
A=2301.3吨(正常情况下)
工作面的可采期:
=397552.1/2301.3=180(天)
第二章采煤方法
第一节巷道布置
该工作面采用双巷布置,即21616巷为机轨合一巷,兼做进风巷,51616巷为运料巷兼做回风巷,两巷均采用钢带锚索联合支护。
两巷的规格分别为4.2×3.0M²,3.2×3.0M²
附图:
工作面巷道布置图。
第二节采煤工艺
1、采煤方法的选择
为了对各煤层选择适当的采煤方法,必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征,以及生产矿井实际使用经验,根据该矿井的煤层特征和地质条件和该煤层的赋存较为稳定。
并且煤层倾角变化不大,平均3°,煤厚平均2.82m;又知该煤层对应的地表为山地,综合以上因素和周围邻近矿井的实际使用经验,最终采用单一走向长壁采煤方法。
2、工作面主要参数的确定
(1)采高:
根据工作面煤层的赋存情况及设备的性能,工作面煤厚2.0-4.2米,支架支护高度1.7-3.7米,当煤厚大于3.5米时,工作面沿顶留底割煤,当煤厚小于3.5米时,见顶见底割煤。
(2)循环进度:
根据采煤机的滚筒截深知循环进度为0.6m。
(3)工作面长度:
根据设计确定工作面长度为55m和125m。
3、采煤工艺
(1)落煤与装煤:
工作面的落煤与装煤则用一台MG2×300/700-WD型双滚筒采煤机来完成。
采煤机的工作方式:
采用双向割煤的方式,即运行中前滚筒在上沿顶板割煤,后滚筒在下沿底板割底煤并装煤,采煤机截割剩的浮煤在移溜时装入溜内,溜子外面的浮煤由人工清理,割煤前做好准备工作,给变频器及采煤机注水,并空载试运行3—5分钟,如发现问题及时处理,严禁带病作业,割煤过程中,司机一定要掌握好滚筒的升降位置,割顶的要将顶煤割净,割底时要将底板割平,不得丢底,不得留有台阶伞檐,煤壁要割成一条直线。
(2)进刀方式:
工作面采用端头斜切进刀,端头斜切进刀距离为30米,以采煤机在工作面头部斜切进刀为例。
当采煤机前滚筒将工作面头部煤割通后,采煤机停止牵引降下前滚筒,后滚筒升起少许,开动采煤机向尾部方向牵引(图A),采煤机沿着运输机弯曲段前进,两滚筒逐渐截入煤壁达到截深后,将头部运输机由尾向头顺序移过,将采煤机前滚筒升起,采煤机向头部方向牵引,将采煤机进刀时留下的三角煤割掉(图B),直至前滚筒割通头部煤壁后,停止牵引,将采煤机前滚筒降下,后滚筒升起,采煤机向尾部方向牵引正常割煤(如图C、D),采煤机从尾部斜切进刀方法与头部斜切进刀方法相同,只是移溜时从头向尾进行。
附图:
采煤机进刀方式示意图。
(3)工作面使用SGZ-830/630刮板输送机运煤,经SZZ-830/200转载机和顺槽SSJ-1000/200型可伸缩胶带输送机将煤运到416盘区主皮带运出。
(4)工作面采用ZZS-6000/17/37型液压支架支护工作面顶板,两端头工作面侧采用ZZS-6000/17/37型支架支护(头尾各一架),另一侧采用单体液压支柱支护。
超前30米范围采用单体液压支柱支护。
(5)移架方式:
采用单架依次顺序式,支架沿采煤机牵引方向依次前移,支架距采煤机后滚筒3-5架即可进行移架。
移架顺序为:
降架—移架—升架。
移动步距等于截深。
(6)工作面工序配合方式:
采用及时支护方式,即在正常情况下,采煤机割煤过后应立即移架,及时支护新暴露的顶板。
移架时为防止运输机回拉,可将邻架推移千斤顶的操作阀手分别打倒推溜位置。
移架时顶梁不宜下降过多,一般移架和降柱可同时进行,这样既有利于顶板控制又可提高移架速度,支架移过后应尽量保持一直线。
顶板较为破碎时,采用超前擦顶移架,以减缓新暴露顶板的下沉和破碎。
移过的支架升好后要严密接顶,必须达到所要求的初撑力,移架完毕后,操作手把必须打回零位,支架采用邻架手动先导操作方法顺序移架,移过的支架其端面距应保持在340mm,如果移架速度跟不上采煤机时,必须停机移架,决不允许空顶作业。
(7)利用工作面液压支架的推移千斤来推移运输机,移溜距采煤机后滚筒15米以上进行,溜子的弯曲段不得小于15米,弯曲度小于3°,一次移进量为0.60米移溜必须在溜子正常运转期间进行。
(8)工作面采用全部垮落法和人工强制放顶法相结合处理采空区顶板。
拉转载机
A、移转载机前,应检查机头处巷道两帮及顶板情况,还要注意电机接线嘴和电缆距煤壁或泵站列车的距离,若有擦顶擦帮现象,必须提前处理,禁止硬移。
B、移转载机前必须清理推移装置及转载机周围的浮煤杂物,整理好电缆、液管,以防挤破。
C、移转载机应在皮带尾两侧支设戗杠,用两根伸缩油缸在两侧同时拉,拉力要平衡,避免移偏,移动时,转载机两侧禁止行人停留或作业,防止挤伤人员。
D、移转载机要注意转载机机头与皮带尾的搭接情况,机头要搭在皮带尾的承载机段上,同时注意转载机尾防止拉过。
E、所有的戗杠要求支稳支平,并且穿铁靴,移转载机时,应先停机后拉。
F、油缸、液管和密封圈,U型销要上齐上牢,拆接液管时,人员应避开液管的喷射方向,以防高压液射出伤人。
G、用木柱做戗杠时,其小头直径不小于18cm,且粗细均匀,无腐烂现象。
缩皮带:
当转载机前移与皮带尾逐渐重叠达到缩皮带位置后,则应及时缩皮带、拆去中间架缩回机尾,将多余的皮带储存在储带装置中,再将皮带拉紧可试动转皮带。
紧皮带时,皮带头尾必须在联系可靠时方可进行。
缩皮带时,应先检查转载机头与皮带尾处的巷道高度清理上下帮及皮带架间的浮煤杂物,以保证通过所需的空间。
检查移机尾装置的完好情况,保证绞车按钮灵活可靠,戗压杠齐全牢靠。
移转载机跑道架时,应慢速移动,阻力过大时不准硬拉,应查明原因进行处理,移动时绳道(油缸)上下帮及绳头(锚链)固定处不得行人或停留,移后的皮带运输机身保持平直,并与转载机搭接良好。
伸缩时应正确使用皮带张紧绞车,使皮带具有足够的张紧力。
皮带打卡时,要使用方尺,卡子要打齐压牢,皮带伸缩完毕要试运转,如有跑偏,刷边等不正常现象时要及时处理。
4、工作面正规循环生产能力
W=LShrc=(125×0.6×2.82×1.30×93%)t=255.7t
式中:
W—工作面正规生产能力,t;
L—工作面长度,125m;
S—工作面循环进尺,0.6m;
h—工作面采高,2.82m;
r—煤的容重,1.30t/m3;
c—回采率93%。
第三节设备配置
表六:
工作面机电设备配备表
序号
名称
规格型号
功率
单位
数量
1
采煤机
MG300/700-WD
700KW
台
1
2
液压支架
ZZS-6000-17/37
架
86
3
刮板运输机
SGZ-830/630
630KW
部
1
4
转载机
SZZ-830/200
200KW
部
1
5
乳化液泵
BRW-400/31.5
250KW
台
1
6
乳化液泵
BRW-315/31.5
200KW
台
1
7
乳化液箱
RX-31.5/25
台
1
8
破碎机
PCM-160
160KW
台
1
9
移变
KBSGZY-1000/6
台
1
10
移变
KBSGZY-800/6
台
1
11
移变
KBSGZY-630/6
台
1
第三章顶板管理
第一节支护设计
81616工作面共布置86个ZZS—6000/17/37型支撑掩护式液压支架,其中一切眼布37个,二切眼布49个。
工作面头、尾巷支架要求跨上、下顺槽半巷。
附:
详见工作面支护示意图
一、液压支架支护强度验算
经验计算支护强度:
q=9.81×h×γ×k
其中:
P—工作面合理的支护强度,KN/m2h—采高,4.2m
γ—顶板岩石容重,2.6吨/米3
k—工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4—8,应根据具体情况合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时,应选用低倍数;反之,应采用高倍数。
则:
q=9.81×4.2×2.6×8=857KN/m2
P=q×S=857×(4.5×1.4)=5399.1KN/m2
ZZS-6000/17/37型液压支架6000KN,因为6000KN>5399KN,所以ZZS-6000/17/37型支架符合设计要求,能满足需要。
二、乳化液泵站
1、泵站选型、数量
乳化液泵站型号为BRW400/31.5,数量为2台;乳化液箱一台即两泵一箱,输液管路选用Φ32高压胶管,低压管Φ为38mm。
主要技术参数如下:
乳化液泵型号:
BRW400/31.5公称流量:
400L/Min
公称压力:
31.5MPa电机功率:
250KW
2、泵站设置位置
泵站安设:
工作面的泵站放置于运输巷设备列车上。
且靠近工作面一侧。
即放置在列车尾部。
3、泵站使用规定
1、使用乳化液自动配比仪装置,乳化液浓度在3%—5%之间,并经常用折射仪检查配比浓度。
2、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、串液现象。
表七同煤层的矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
老顶
m
10.0~20.5
10.0~20.5
直接顶厚度
m
10~10.00
10~10.00
伪顶厚度
m
0.2~0.5
0.2~0.5
直接底厚度
m
0.8~3.40
0.8~3.40
2
m
20
20
3
m
50
50
4
来
压
周
期
来
压
来压现显程度
周期来压步距
m
明显
20~25
20~25
来压现显程度
明显
5
直接顶类型
类
3
3
6
伪顶级别
级
Ⅲ
Ⅲ
7
巷道超前影响范围
m
30
30
第二节工作面顶板控制
工作面采用ZZS6000/17/37型支撑掩护式液压支架支撑工作面顶板,短工作面共布置37个支架,工作面最小控顶距4840mm,最大控顶距为5440mm,支架中心距为1500mm,支架移动步距为600mm,端面距不得大于340mm,采用全部垮落法与人工强制放顶法相结合处理采空区。
当短面采完后与二切眼实施对接,增加49个ZZS6000/17/37型支撑掩护式液压支架,工作面长度为125米,进行长面回采。
具体为:
1、当工作面采到距二切眼10m时,必须逐班调整工作面,直至与二切眼割齐,工程质量达到“三直两平两畅通”,并将工作面及尾部浮煤浮矸清理干净。
2、停采后,首先将工作面所涉及到工作地点的零皮、片帮等不安全隐患处理干净。
3、拆开运输机链子,将尾壳、尾机电机、减速机,二节起坡槽拆除,放置在51616巷空位处。
4、用工作面头部回柱绞车,将二切眼先期布置的49个支架逐架与工作面支架进行排列稳设整齐,并通液升架直至稳设完毕。
5、工作面对接运输机溜槽49节,并将电缆槽夹板、齿轨、各类销子安装齐全,最后对二节起坡槽。
6、将运输机尾机部件安装完毕后,将二切眼支架全部通液并与运输机溜槽联接,结束后安装运输机尾机,接链运转。
7、工作面稳架对槽期间,所有作业人员必须听从指挥,不得在无任何支护下作业,并严禁在钢丝绳弹射范围内停留。
8、其余有关事宜严格执行《81616工作面搬家作业规程》
第三节超前支护和端头支护
一、超前支护
21616巷距工作面煤壁20米范围内采用双排单体液压支柱支护配有0.7米的金属钢梁,柱距1米,排距2.0米,转载机两则布置,距工作面侧1.7米,距煤柱侧0.5米;20—30米范围内采用单排单体液压支柱靠工作面侧支设,配0.7米长的金属钢梁,柱距为1米,距工作面侧1.7米。
51616巷距工作面煤壁20米范围内采用双排单体液压支柱配0.7米长的金属钢梁支护,柱距1米,排距1.5米,沿巷道中心线两侧布置,每侧距中心线0.75米;20—30米范围内采用单排液压支柱配0.7米长的金属钢梁靠工作面侧支设,柱距1米,靠巷道中心线0.75米。
单体用硬连接(特制的铁箍和铁杆),柱帽用2分钢丝绳连接,单体为DW-40型。
二、端头支护
工作面端头支护采用ZZS6000/17/37型液压支架跨上、下顺槽半巷支护,所以头尾支架与煤壁之间采用单体液压支柱配0.7米长的金属钢梁支护巷道的另一半,头尾各支设4根,头排距1米,柱距1米,距支架0.5米,距煤柱侧0.6米;尾排距0.8米,柱距1米,距支架0.45米,距煤柱侧0.5米。
在切顶线处支设两根关门柱。
如果支架压不住半巷,支设4对8梁.
三、安全出口的管理
要求工作面头巷的上帮、尾巷的下帮的煤清理干净,保证通风、行人畅通无阻,行人侧宽度不得小于0.7米,高度要保持巷道净高,安全出口处的高度最小不得低于1.8米,同时,顺槽皮带、转载机架设人行过桥、工作面溜头到破碎机口用两根16X64防护链挂网拦人,并悬挂红外线传感器,不得随意关闭。
行人侧宽度小于0.7米时,行人时要与运输机司机联系好,停止运输机、转载机。
四、端头、超前支护的回撤
1、端头回柱时,采用远距操作方式回柱,用1根3米长的带钩工具,人员站在有支护的安全地点,将支柱卸载,用钩钩到安全地点,然后人工抬出。
回柱时,必须闭锁运输机、转载机,喊开周围无关人员,方可回撤。
2、超前支护:
必须在不影响割煤的情况下方可回撤,必要时可打替柱,严禁提前回撤。
五、工作面初次放顶及步距放顶
当工作面向前推进至25米时,顶板不冒落或冒落高度小于2倍采高时,必须进行人工强制放顶。
当工作面推进中,头、尾三角区悬板面积达到5×10m²,古塘悬板面积达到2×10m²时,必须进行人工强制放顶。
六、支护材料的使用和存放
工作面超前支护共使用单体112根,金属顶梁112块。
为了更好地管理顶板在51616巷距工作面200米处备单体20根,钢梁20块,坑木50根(0.18×3.5),柱帽100块,要求堆放整齐,不影响正常的行人和通风。
第四节矿压观测
一、观测的目的
观测目的:
通过此项观测,主要了解本工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力变化情况,随着煤层开采的矿压显现规律,由此确定顶板初次来压和周期来压情况。
二、观测的内容
顶底板移近量,支柱活柱下缩量,支柱荷载量
三、测线布置
工作面采用KBJ—60-Ⅲ-1型矿用数字压力自记仪,观察顶板动态,按“三区五线”布置,“三区”为头、中、尾,“五线”为第10架、第35架、第40架、第150架、第69架
四、观测方法
1、工作面采用KBJ—60-Ⅲ-1型矿用数字压力自记仪,观察顶板动态,。
矿压组每天将矿压数据处理后填报矿压表,报送有关领导和生产队组,以便采取相应预防措施,同时每个支架安一块双针压力表。
2、两顺槽单体的支护阻力用人工测力仪测量,每班一次。
五、支护质量监测
1、每月由技术科矿压组不定期对工作面和两巷支护质量动态检查不少于3次,对检查中存在的问题,由区队负责立即整改。
2、监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、端面距、采高及端面冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。
六、矿压观测时间
1、对工作面,整个生产期间都要进行矿压观测。
2、对巷道,整个生产期间都要进行矿压观测。
3、支护质量监测,整个生产期间都要进行矿压观测。
第四章生产系统
第一节运输
1、运输设备及运输方式
1、运输设备及装转载方式
采用MG300/700—WD型采煤机落煤装煤,采用SGZ—830/630型刮板机运煤,采用SZZ—830/200型转载机转运,由SSJ100型胶带输送机运至盘区胶带输送机
2、辅助运输设备及运输方式
在21616巷自巷口向里每隔200-250米锚固一台JD-25型调度绞车,共4台在小斜井处稳装一台回柱车。
在51616巷由巷口向里每隔200-250米锚固两台JD-25型调度绞车,共8台.在小斜井处稳装一台回柱车,其运输方式为绞车牵引轨道运输。
2、移溜方式
工作面刮板运输机的推移是以支架为支点,由支架推移千斤整体推移,推移运输机滞后采煤机后滚筒15米以上进行,溜子的弯曲段不得小于15米,弯曲度小于3º,一次移近量为0.6米,移溜必须在溜子正常运转期间进行。
转载机机尾与工作面运输机为交叉式布置,在转载机中部固定一部PCM-160型破碎机,每割两刀煤,转载机随溜头移动一次,移动步距为1.2米。
3、运煤路线
81616短壁工作面——刮板运输机——转载机——顺槽胶带输送机(21616)——14#层416盘区胶带输送机。
4、辅助运输路线
14#层416—1巷——51616巷(21616巷)——工作面。
附图:
工作面运煤、运料系统示意图。
第二节一通三防与安全监控
1、通风
1、通风方式
81616短壁工作面采用“U”型通风方式,即21616巷进风,51616巷回风。
2、通风路线
进风:
14#层416、416-1—→21616—→工作面。
回风:
工作面—→51616—→14#416-2。
附:
巷道布置及通风系统图
3、风量的确定
(1)、按气象条件计算
短壁面55米时
Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl=60×70%×15.42×1.2×0.9=700m3/min
长壁面125米时
Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl=60×70%×15.42×1.2×1.1=855m3/min
式中:
vcf——采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度选取1.0m/s;
Scf——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,(5.44+4.84)/2×3.0=15.42m2;
kch——采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;
kcl——采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3;
70%——有效通风断面系数;
60——单位换算产生的系数。
(2)、按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100×qcg×kcg=100×0.88×2.5=220m3/min
式中:
qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,0.88m3/min。
kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,但取值不能小于2.5;
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
(3)、按照二氧化碳涌出量计算
Qcf=67×qcc×kcc=67×0.58×2.5=97
式中:
qcc——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min;
kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,正常生产时连续观测1个月,日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳
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