汪家寨X40103工作面采煤作业规程2.docx
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汪家寨X40103工作面采煤作业规程2.docx
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汪家寨X40103工作面采煤作业规程2
采煤作业规程
矿井名称:
汪家寨煤矿斜井施工单位:
综采一工区
工作面名称:
X40103工作面编制单位:
综采一工区
编制人:
罗勇、陈天志、华洋编制时间:
2007年9月24日
审批:
技术科:
机电科:
安检科:
地质科:
通风工区:
调度室:
综采一工区:
救护队:
分管总工:
总工程师
分管矿长:
贵州水城矿业(集团)有限责任公司汪家寨煤矿
规程会审
主持人:
杨开贵
时间:
2007年9月27日
地点:
杨总办公室
参加人员:
杨开贵、邵际星、代兴中、陈裕庆、王汉荣、冯思成、杨顺文、顾登国、张均柱、鹿小虎、罗勇、陈天志、刘维学
王超发
会审意见:
1、人力推车时应挂红灯。
2、机电设备检修时应进行验电放电。
3、工作面面溜开动时,煤机司机必须在煤机旁,发现有异常情况随时控制。
4、运巷两处排水点必须配备功率相等的备用水泵且水泵实行双电源供电(其中一路为备用电源),确保供电可靠,。
5、运巷必须安装两趟排水管路(一趟为4〃管,另一趟为6〃管),确保水大时能满足排水要求。
6、如运巷水大时,对运巷受水威胁范围内的开关、电机采取措施保护,其方法:
在开关、电机处一梁三柱架设起吊棚,将受水威胁开关及电机用5T完好的葫芦吊挂在起吊棚上,确保不被水淹。
7、上下两巷所用的单体必须垫铁鞋。
8、工作面推采期间,若瓦斯不超限,下隅角隔离墙可以不打。
9、工作面过探煤巷的措施在生产期间另补。
10、工作面液压支架迈出切眼,初次放顶结束后,必须工作面机尾段进行3:
1调采,其措施另补。
11、工作面初次放顶措施由技术科另补。
12、设备检修:
先停电(确保电已停)→用同电压等级相符的电笔验电→放电→检查接地保护→方可开始工作。
13、工作面上山角安设一个瓦斯传感器T4。
14、各岗位工种操作规程按《水矿员工应知应会手册》的有关规定执行。
第一章工作面概况及地质
第一节:
工作面概况
该面位于斜四采区南翼,第二亚阶段+1465——1425水平之间,南至五采区工作面切眼,北至井筒煤柱线(暂定),该面倾斜上方有X40101采空区,倾斜下方有X40703采空区,与井筒相隔有X40104工作面(正布置)。
根据1:
2000井上下对照图,该面地表为山坡耕地,地表无建筑,与地表最大高差为(回635.846m,运682.898m),最小高差为(回523.698m,运574.609m),地表最高标高为2070m,最低标高为1975m。
该面上限标高(回巷最高标高1451.302m,最低标高1434.154m),下限标高(运巷最高标高1400.391m,最低标高1387.102m)。
工作面走向长度(平均)为690m,倾斜面长为165m,煤层倾角17o(平均值),煤层厚度平均1.7m,工作面地质储量278460t,可采储量258967t。
预计于2007年9月份下旬投产,2008年2月份回采结束。
第二节工作面地质
一、煤层特征:
该面煤层结构简单,煤层容重为1.5,煤层厚度最大为:
1.85m,最小为1.35m,编号为C605,煤质牌号:
气煤,其生产能力为2.55吨/m2。
煤为黑色暗淡型和半暗型为主,夹少量半亮型,条痕黑褐色,光泽暗淡或弱玻璃光泽,性较坚硬,内生裂隙发育,阶梯状或菱角状断口,呈条状结构,层状结构,由暗煤、亮煤,少量丝炭及镜煤组成。
显微组分以凝胶化为主,颜色红略带褐黄色,透明好,非均质性明显。
凝胶化基质中尚胶结各种形态分子(树皮、角子层、胞子、树脂等)。
丝炭化基质次之,呈黑色不透明细小带状胶结于凝胶化基质中。
少量粒状石英及扁豆状粘土分部于基质中。
二、顶底板岩石性质:
工作面顶板:
1.伪顶为灰岩,厚0.08m—0.3m;2.直接顶为:
灰绿色细砂岩厚度大于16m。
工作面底板为粘土岩,厚0.2m—0.4m,往下为细砂岩。
三、地质构造:
该面回采期间主要受F1H=10m及f1—f18断层影响,伴生构造发育,工作面内主要受f9H=0.7m—1.3m正断层影响,由于该面内逆断层多,且多为走向断层,虽落差较小,但该逆断层易造成瓦斯应力集中。
四、水文地质:
该面主要受倾斜上方X5014、X40101采空区积水及断层裂隙水影响,回采期间应加强防治水工作。
以防止水患对该面的影响。
运、回两巷有三处低洼地段,回采时必须安装好有足够能力的排水设备,以防止水患,该面外段距X5014采空区煤柱8m,回采前必须先探放X5014(积水),以防止回采过程中倾斜上方X5014采空区水造成灾害。
该面最大涌水量预计60立方/小时。
五、瓦斯地质:
掘进期间该面回巷最大瓦斯绝对涌出量2.73立方米/分钟,最小瓦斯绝对涌出量1.38立方米/分钟。
运输巷最大瓦斯绝对涌出量2.28立方米/分钟,最小瓦斯绝对涌出量1.16立方米/分钟。
六、储量计算:
开采厚度
1.7米
平面积
104970m2
斜面积
109200m2
地质储量
278460吨
工作面
回收率
0.93
可采储量
258967吨
七、煤质情况:
煤层编号
灰份%
硫份%
水份%
发热量大卡/kg
煤层稳定性
媒质
牌号
变化
情况
C605
28.26
2.58
0.93
6000以上
较稳定
气煤
复杂
第二章工作面设备布置及生产系统
第一节工作面设备布置(附设备布置示意图)
1、工作面刮板输送机一部,型号为:
SGZ630/320型,电机功率2×160KW。
2、超前溜子一部,型号为:
SGW--40T型,电机功率为:
2×40KW。
3、采煤机一部,型号为:
MWG160/375—W型。
采煤机主要技术参数表:
(型号:
MWG160/375—W型)
名称
技术参数
名称
技术参数
适宜采高
1.4~3m
电机型号
牵引电机YBQYS3—55E,截割电机YBCS—160
滚筒直径
1.4m
电压系数
1140V
牵引方式
齿轨销排式无链牵引
防尘方式
内外喷雾
卧底量
220mm
重量
31吨
牵引速度
6.0m/min
过煤高度
455mm
截深
0.6m
外型尺寸
825×470×470
4、液压支架110台,型号为ZY2800/10/23
ZY2800/10/23主要技术参数:
项目
数值
单位
高度
1000~2300
mm
宽度
1430~1600
mm
中心距
1500
mm
初撑力
2180~1784
KN
P=31.5Mpa
工作阻力
2800~2288
KN
P=40.4Mpa
支护强度
0.51~0.44
Mpa
P=31.5Mpa
底板比压
平均1.1(底座前端0.5~1)
Mpa
供液压力
31.5,
Mpa
重量
8594
Kg
操纵方式
邻架
采高
1.3~2.1
m
适宜倾角
≤20o
5.乳化液泵站一套:
乳化液泵主要技术参数(BRW315/31.5)
公称流量
315/min
公称压力
31.5Mpa
柱塞直径
50mm
柱塞行程
64mm
柱塞数目
5
曲轴转速
548r/min
电机功率
200KW
电压
1140/660V
泵组外型尺寸
2900×1200×1300
泵组重量
3900Kg
配套液箱容积
2500L
工作介质
含3-5%乳化油中性水溶液
6、运输皮带四部:
(1)可缩皮带一部,型号为:
SDJ-1000(75KW)长度为:
245米;
(2)运巷1#皮带一部,型号为:
SDJ-1000(150KW),长度为:
375米;(3)三片口运石门2#皮带一部,型号为:
SDJ-1000(150KW),长度为:
200米;(4)三片口运石门1#皮带一部,型号为:
SDJ-1000(150KW),长度为:
390米。
第二节生产系统
一、运输系统
1、原煤运输路线:
工作面溜子→超前溜子→可缩皮带→运巷1#皮带→三片口运石门2#皮带→三片口运石门1#皮带→三片口小眼→斜四采运输机下山→地面走廊皮带→洗煤厂。
2、材料运输:
(1)采用3吨矿车或专用平板车运输。
(2)、回巷使用JD11.4kw调度绞车1部,JD25kw调度绞车2部。
(3)、运输路线:
地面←→斜井副井口←→副井车场←→一片口车场绕道←→斜四采轨道下山←→斜四采二片口车场←→斜四采二片口轨道石门←→回巷←→工作面←→运巷。
二、供电系统
1、由斜四采三片口配电所6KV电源供到X40103移动变电站高爆开关,再分别串联到各移动变压器高压侧。
2、每台移动变压器低压侧输出1140V电压,分别接到每台馈电开关电源侧,再经馈电开关负荷侧送出,供到泵站及工作面。
3、移变低压侧输出660V电压接到馈电开关电源侧,再经馈电开关负荷侧送出,供到运、回两巷的水泵及绞车。
4、工作面推采前,在运巷铺设一趟660V电源备用。
5、具体供电系统(详见供电系统图)。
三、供水供液及排水系统
1、供水系统:
地面净化站→二片口轨道石门→X40103回巷→X40103运巷及乳化液泵站。
(1)、从二片口轨道石门与X40104探煤下山三岔门处用Ø50无缝钢管铺设一趟管路到回巷,供回巷防尘喷雾及支架喷雾和煤机内外喷雾用。
(2)、从二片口轨道石门与X40104探煤下山三岔门处用Ø50无缝钢管铺设一趟管路到运巷,供超前溜子机头、面溜机头防尘喷雾及面溜机头机尾电机冷却水用。
2、供液及回液:
(1)、供液:
从泵站至工作面下出口用Ø32高压管铺设一趟管路,供工作面液压支架支设单体用。
(2)、回液:
从泵站至工作面下出口用Ø50无缝钢管铺设一趟管路,供工作面液压支架回液用。
3、排水:
(1)、回巷:
A、在回巷23#导线点水窝处安装一台4kw潜水泵,铺设一趟255m(Ø50无缝钢管)管路到16#导线点水窝处,将水抽到该处。
B、在16#导线点水窝处安装一台4kw潜水泵,铺设一趟120m(Ø50无缝钢管)管路到12#导线点水窝处,将水抽到该处。
C、在12#导线点水窝处安装一台18.5kw潜水泵,铺设一趟410m(Ø100无缝钢管)管路到三片口轨道石门水沟处,将水抽到该处。
排水路线为:
X40103回巷→X40104探煤下山→三片口轨道石门水沟→斜四采轨道下山→1300水仓→中央泵房→地面污水处理站。
(2)、运巷安装两趟排水管:
A、在运巷下出口煤壁往外5~10m处挖水窝安设一台18.5KW的潜水泵,铺设一趟898m(Ø100无缝钢管)管路到三片口轨道石门水沟处,将水抽到该处。
B、在15#导线点往北14米水窝处安装一台18.5kw潜水泵,铺设一趟700m(Ø150无缝钢管)管路到三片口轨道石门水沟处,将水抽到该处。
排水路线为:
X40103运巷→X40103运煤上山→三片口轨道石门水沟→1300水仓→中央泵房→地面污水处理站。
(3)、排水能力计算:
①、6寸管排水能力计算:
X=2(d/0.0188)2
其中X--------最大涌水量;
d--------管路直径(150mm)
经计算X=113m3/h
工作面最大涌水量60m3/h所选管路符合要求
②18.5KW潜水泵排量为:
30m3/h
在运巷安设两台18.5KW潜水泵:
2×30m3/h=60m3/h
工作面最大涌水量60m3/h所选潜水泵符合要求
四、通讯与照明
(1).在超前溜子机头和泵站及各部皮带机头各安一部隔爆程控电话与工区及调度其它单位联系。
(2).在超前溜子机头和泵站及各部皮带机头各安装照明灯一盏,在工作面上每距15米各安装照明灯一盏。
(3).通讯系统图:
矿调度其它单位
↘
工区
超溜机头乳化液泵站
第三章采煤方法及采煤工艺流程
第一节采煤方法
根据煤层赋存条件和采区设计方案及我矿开采经验,采用走向长壁后退式采煤方法,全部垮落法管理顶板。
1.工作面采高:
当煤厚1.60~1.85m,工作面沿顶板回采;当煤厚低于1.60m时,沿顶破底板回采。
工作面采高为1.85m,最低采高为1.60m。
2、落煤方式:
根据支架性能及我矿开采C605煤层的经验,选用MGW160/375-W型双滚筒采煤机落煤,煤机滚筒截深0.6m,与支架移架步距相匹配。
煤机每割一刀煤后,推溜0.6m,支架拉架0.6m。
3、装煤及运煤方法:
工作面选用SGZ-630/320型刮板运输机运煤,煤机割煤后,煤由采煤机自行装入刮板运输机外运。
运输机采用支架推移油缸移置,推溜滞后煤机大于10~15m,机头、机尾采用单体配合推移油缸移置。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺:
煤机从中部斜切进刀往机尾割煤,从机尾扫浮煤到中部,从中部斜切进刀往机头割煤,从机头扫浮煤到中部,循环进度0.6m。
二、工艺过程:
煤机在中部斜切进刀上行割煤到机尾→跟机拉架→从机尾返回清理浮煤到工作面中部→移上半段溜子→煤机下行割煤到机头→跟机拉架→从机头清理浮煤上行到中部吃满刀→移下半段溜子到机头。
三、工艺要求:
(1)、割煤:
煤机单向割煤,自行装煤,沿煤层顶板回采,顶底板割平,不出现台阶、煤壁平直、无伞檐。
工作面采高不低于1.6m。
(2)、移架:
移架滞后机组后滚筒10~15m,进行跟机移架立即支护顶板,支架要移成一条直线,初撑力达到要求,支架接顶严实,移架步距为0.6m。
(3)、推溜:
煤机割煤到机尾开始扫浮煤后,滞后煤机10~15m依次按顺序移溜到机头,推溜一律在溜子运行中进行。
推溜使用液压支架推溜千斤顶进行。
(4)、清理:
工作面溜子推移过后,必须将支架底座前方和支架间空隙的浮煤清理干净。
第四章顶板管理
第一节顶板管理
一、工作面采用全部垮落法管理顶板:
1、根据贵州工学院岩石研究所测定,工作面直接顶为Ⅱ类坚硬顶板,直接顶的强度指数为41.06kg/m2,底板为Ⅰ类极软——Ⅱ类松软底板。
2、该综采支架由中国煤炭科学总院北京开采研究所进行设计,并进行压力试验,检测合格,结合我矿C605煤层开采过程中矿压观测结果,老顶初次来压最大值为1789KN,周期来压最大值为1108KN,而该支架的工作阻力为2800~2288KN,故我矿所选支架开采C605煤层符合要求。
(ZY2800/10/23型掩护式支架参数见表)
3、支护形式的选择:
工作面用ZY2800/10/23支架支护顶板,上、下端头缺口采用DZG22—30/100型外注式单体支护煤壁区。
其支护形式校核如下:
用比较法校核:
根据我矿以往的开采经验,C605煤层使用DZG22—30/100型外注式单体配合HDJA—1000型铰接顶梁支护,“三、四排”控制顶板,柱距0.5m,排距1.0m,最大控顶距4.8m,最小控顶距3.8m,支护密度为1.58~1.67根/m2,每根单体的额定工作阻力为30t/根,其支护强度为:
1.67×30=50.1t/m2,即0.49MPa,而该支架的支护强度为0.51~0.44MPa,故所选支架符合要求。
第二节支护方法:
一、工作面基本支护:
采用ZY2800/10/23型综采支架支护顶板,支架中心距1.5m。
(1)液压支架最大控顶距4.346m,最小控顶距3.746m,放顶步距0.6m。
(2)支架顶梁与顶板平行支设[顶梁仰俯角<7o,支架间不能有明显错差(不超顶梁侧护板高度的2/3)。
支架不挤、不咬、架间间隙不大于200mm]。
(3)支架要拉成一条直线,其偏差不超过±50mm,中心距偏差不超过±100mm。
(4)支架端面距最大值≤340mm,并要垂直顶底板(歪斜不超过±5o)。
二、工作面上、下出口管理:
工作面上、下出口必须安全畅通无阻,出口高度不低于1.8m,行人侧宽度不低于0.7m。
(在工作面机尾最后一台支架上侧≤0.5m的位置,在工作面机头1#架侧护板下侧≤0.3m的位置,在工作面机头机尾电机上方架跨溜棚)用3.6m长的11#花边工字钢梁配合2.5~2.8m单体各架设两对抬棚,抬棚均为一梁三柱,随工作面推进交错迈步前移0.6m(正常情况)。
上下端头使用的大棚严禁侧向,严禁缺腿,且单体必须垫铁鞋。
(详见支护平面图)
三、两巷超前支护:
采用2.5—2.8m单体和3.0m长的工字钢梁或HDJA—1000铰接顶梁配单体使用作超前支护。
运巷超前支护距离从下出口煤壁往外大于20米,回巷超前支护从上出口煤壁往外大于20m(双排)。
运巷超前支护为二排,距超溜两侧各0.3m支设。
回风巷超前支护为两排,分别距上、下帮300~500mm支设。
运巷超前支护段人行道宽度不低于0.7m,回巷超前支护段人行道宽度不低于1.0m。
(详见支护平面图)
第五章劳动组织循环与经济指标
第一节作业方式(附循环作业图表)
采用“三·八”作业制,三班出煤,班内检修。
第二节劳动组织配备表(见表)
工种
班次
在册
出勤
夜班
早班
中班
合计
夜班
早班
中班
合计
验收员
1
1
1
3
1
1
1
3
跟班区长
1
1
1
3
1
1
1
3
班排长
2
2
2
6
2
2
2
6
机组司机
4
4
4
12
3
3
3
9
溜子司机
4
4
4
12
3
3
3
9
泵站司机
1
1
1
3
1
1
1
3
端头工
12
12
12
36
10
10
10
30
移架工
3
3
3
9
2
2
2
6
电钳工
1
1
1
3
1
1
1
3
看工具工
1
1
1
3
1
1
1
3
液压工
1
1
1
3
1
1
1
3
浮煤工
12
12
12
36
10
10
10
30
巷道维护工
8
8
8
24
6
6
6
18
第三节主要经济技术指标表(见表)
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
工作面长度
.m
158
14
月产量
t
60000
2
工作面走向
.m
690
15
地质储量
t
278460
3
煤层厚度
.m
1.7
16
可采储量
t
258967
4
煤层倾角
度
17
17
回采率
%
93
5
煤层容重
t/m3
1.5
18
在册人数
人
164
6
煤层生产能力
t/m2
2.55
19
日出勤人数
人
120
7
循环进度
.m
0.6
20
出勤率
%
74
8
循环产量
t
242
21
支架数量
架
155
9
采高
.m
1.7
22
工效
t/工
25
10
日产量
t/d
1934
23
单体
棵
200
11
日进度
.m
4.8
24
顶梁
块
100
12
月进度
.m
144
25
11#工字钢花边梁
棵
8
13
循环率
%
90
26
回采期限
月
约5个月
第六章移架工操作程序
第一节、移架工操作注意事项:
1、每次移架前要先检查本架管路是否完好,清出架前、架间的浮煤(矸)及其它障碍物。
2、移架时上下相邻两台支架的拉架油缸,应处于伸出状态,再从邻架操作待拉支架的拉架油缸。
3、降架幅度低于邻架侧护板时,升架时先收回邻架侧护板,待升柱后再升出邻架侧护板。
4、移架受阻达不到规定步距,要将操作阀手柄置于断液位置,查出原因并处理后再继续操作。
5、操作时必须站在安全地点,面向煤壁操作,严禁站在本架底座前端操作。
6、移架时,支架周围不准有其他人员工作,移动端头支架时,除移架工外,其余人员一律撤到安全地点。
7、割煤后,必须及时移架,不得长时间空顶。
8、如顶板破碎,需用单体打柱协助拉架时,必须掌握好单体支设角度,使用自动枪(用注液枪加工),将人员撤到架间,从支架上远距离操作注液枪,防止单体弹跳伤人。
第二节、操作程序:
1、收回侧护板。
2、操作拉架手柄,使之处于拉架供液状态,同时降柱使顶梁略离顶板,当支架可移动时,立即停止降柱,使支架移至规定的步距。
3、调架时,推移油缸与刮板输送机保持垂直,支架不歪斜,中心线符合规定,全工作面排成直线.
4、支架升起,等3-5秒后,再将操作手柄复位,使支架达到初撑力要求。
5、伸出侧护板使其紧靠相邻下方支架。
8、将各操作手把板到零位。
第七章“一通三防”安全技术措施
X40103运回巷掘进期间的最大瓦斯涌出量为5.01m3/min,煤层不具有自燃倾向性,煤尘具有爆炸性,在回采期间要加强“一通三防”工作。
第一节通风瓦斯管理安全技术措施
一、预计X40103采面回采期间瓦斯涌出量:
1、根据瓦斯涌出梯度用统计法计算瓦斯涌出量:
q=(H-H0)×B+q0
式中:
q——矿井或水平瓦斯涌出量,m3/t
H——计算深度,m
Ho——瓦斯风氧化带深度,m;一般取50m
q0——瓦斯风氧化带边界瓦斯涌出量,一般为2m3/t
B——瓦斯涌出梯度,m3/mt。
2、瓦斯涌出梯度(B)的计算:
我矿斜井1#煤层露头点的标高约为+1710m,斜四采区X40102的开采水平为:
+1500——+1469,开采期间的相对瓦斯涌出量(q相)为10.62m3/t,则:
B=(10.62-2)÷〔(1710-50)-1469〕=0.045m3/mt
代入公式:
q=(H-H0)×B+q0
=[(1710-1387)-50]×0.045+2
=14.28m3/t
则X40103采面回采期间的瓦斯涌出量为14.28m3/t,
X40103采面平均日产2000吨,换算成绝对瓦斯涌出量为:
q绝=q相×A÷1440
=14.28×2000÷1440
=19.83m3/min
二、瓦斯治理措施:
1、瓦斯抽放措施:
(1)、瓦斯抽放系统选型:
X40103采面回风巷低负压抽放系统采用我矿中心泵房现有的两台SKA-520型水环式真空泵作为抽放泵,该泵最大抽速为:
197m3/min,电机功率为:
220KW。
抽放管路的敷设为:
用φ400mm螺旋焊管自中心泵房→斜井总回风下山→二片口回风通道门子口,采用约1250米φ250mm螺旋焊管经斜四采回风下山与二片口新回风通道交岔点经二片口新回风通道→二片口轨道石门→X40102运巷→X40104探煤下山→X40103回风巷。
X40103切眼往北200m段的X40103回风巷采用φ200mm螺旋焊管延接。
(2)、抽采瓦斯方法:
X40103开采时采用采空区上抽采瓦斯的抽采方法。
即在回风巷上帮安装瓦斯抽放管道,管道每隔50m安装一个三通(带闸阀),利用斜井低负压抽放系统在工作面上隅角埋管抽采采空区瓦斯;当采空区瓦斯涌出量较大,采取在工作面上隅角埋管抽采采空区瓦斯的方法难以解决采空区瓦斯时,同时采取在回风巷向采空区裂隙带施工抽采瓦斯钻孔,抽采采空
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