8110规程定稿改详解.docx
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8110规程定稿改详解
第一章概况
第一节工作面位置及井下关系
表1工作面位置及井上下关系
煤层名称
5#层
水平
1285
采区名称
301盘区
工作面名称
8110工作面
地面标高(m)
1462~1416.5
工作面标高(m)
1287~1274
地面位置
东起夜壶梁,西至肖梁坡。
井下位置
及四邻采
掘情况
该工作面位于301盘区巷以西0~600米范围,东为5#层301盘曲大巷,北为8112工作面,西面和南面无工作面。
回采对地面设施的影响
地面无建筑设施,仅有一条小路,地面大部为林地和少部分耕地。
根据邻近8111、8112工作面开采情况,地下采动对地面影响较大,采动形成的塌陷区可形成良好的渗水通道。
走向长(m)
591
倾向长
(米)
150
面积m²
88650
第二节煤层
表2煤层情况表
煤
层
情
况
煤层总厚(m)
14.1~15.4
煤层结构(m)
煤层倾角(度)
2~6°
14.25
2.8(0.6)3.1(0.3)2.75(0.6)4.1
4°
本工作面煤层赋存稳定,煤厚14.1~15.4米,平均14.25米,煤层为复杂结构,含2~6层夹石,单层夹石厚度0.3~0.6米,平均总厚度为1.5米。
根据地面勘探钻孔和井下实际掘进揭露,在2110巷7#和8#测点和2号钻孔周围,5#煤层上部受风氧化影响变酥变软,希在开采时提前制定过断及过风氧化带措施。
煤
质
情
况
Mad
Ad
Vdaf
Qqr.v.d
FCd
St.d
Y
工业配号
2.53
22.12
40.63
24.9
42.77
1.59
长烟煤(CY)
煤类为长烟煤,挥发性较高,粘结性及焦结性差,中高发热量
第三节煤层顶底板
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
老顶
粗砂岩
25.56~19.1
21.24
土黄、灰白色。
成分以石英为主,长石次之,磨圆度好,分选中等,泥质胶结,厚层状垂直一斜节里发育,面具铁锈。
直接顶
细砂岩、风化煤、泥岩
13.35~2.07
7.76
深灰、浅灰、土黄色。
致密块状,断口平坦,裂隙发育具水平层理。
下部夹0.3-1.3米风化煤层。
伪顶
泥岩
0.9
黑色,厚层状,易风化质软
直接底
泥岩、砂质泥岩
5.41~4.60
5.0
黑灰色,质软,具滑面,含植物根茎化石。
附图1:
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造
本工作面地质构造较简单,地层呈倾伏状背斜构造。
工作面在8110切巷揭露一条2.0米断层,与2110巷距切巷40米,落差0.5米为一条断层,对工作面开采影响较小。
影响开采的主要地质构造为断层,其详细情况见表4。
表4断层情况表
构造
名称
位置
走向
倾向
倾角
落差
对回采的影响程度
F1
切2测点里28米
NW
NE
70°
2.0m
影响较小
其它因素对回采的影响根据回采实际揭露,制定专项措施(陷落柱、火成岩、冲刷带、风氧化带等)。
附图2:
工作面运输巷、回风巷、切眼巷断面图
第五节水文地质
水文地质情况及防治水措施
本工作面水文地质条件简单,5#煤层为首采层,上覆无采空区和积水存在,北部为8112工作面,但工作面开采过程两巷必须配备45KW以上水泵及4寸排水管,并随工作面推进而移动,以防工作面有水可及时排出。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况:
表5影响回采的其它地质
瓦斯
属低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量0.54m3/t。
煤尘爆炸指数
煤尘有爆炸危险性,爆炸指数38%
煤的自燃倾向性
煤的自燃发火期0~6个月
地温危害
地温平均21.8℃,地温梯度3.8度/百米,无危害
地压
围岩稳定,无地压冲击现象。
二、地质部门的建议:
1、本工作面西部受断裂构造和氧化煤的影响,掘进期间巷道压力较大,希在开采过程中加强巷道及工作面的顶板管理,防止出现漏顶现象。
2、根据邻近8111、8112工作面开采状况,工作面开采后,受采动影响,地面会产生大量裂缝,并形成一凹陷区,为防止雨水或洪水进入工作面,希在开采过程中,及时治理地面塌陷。
第七节储量及服务年限
一、储量:
工作面走向长度591m,工作面倾斜长度150m,密度1.4t/m3,则工业储量为:
Q=工作面走向长×倾斜长度×煤层厚度×煤层密度
=591×150×14.25×1.4t
=1768567.5t
工作面可采走向500m,工作面倾斜长度150m,密度1.4t/m3,则可采储量为:
Q=可采走向长×倾斜长度×煤层厚度×煤层密度×回采率
=500×150×14.25×1.4t×80%
=1197000t
二、工作面服务年限:
工作面服务年限=可采推进长度/日设计推进长度=500/4=125(天)
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:
8110工作面所在盘区为5#层301盘区,为该区的第八个回采工作面。
8110位于301盘区巷以西0-600米范围,东为5#层301盘区大巷,北为8112工作面,西面和南面无工作面。
5110巷为进风、运料顺槽,2110巷为回风、运煤顺槽,设计走向长度591m,可采走向长为500m,倾斜长度150m。
2、工作面巷道概况及用途:
8110工作面为低位综放工作面,共布置两条巷道。
一条为进风运料顺槽,一条运煤和回风顺槽。
2110巷为回风运煤顺槽,长度591m,为机轨合一巷,布置转载机,破碎机、皮带运输机。
巷内靠工作面一侧铺设轨距为600mm的24K轨道。
巷道为矩形断面,巷道断面规格宽×高=5000mm×3000mm,采用螺纹无竖纹锚杆、钢带、锚索、金属网、圆钢钢筋带联合支护,锚杆规格为φ22mm×2200mm,6排布置,排距为900mm,间距为1000mm,钢带规格为W型6眼钢带4700mm×150mm×3mm。
锚索二一二模式布置,锚索排距2500mm,间距2000mm。
锚索φ17.8×8000mm的1860级低松弛钢绞线,护帮金属网采用两排φ22mm×2200mm的锚杆,托板均采用长为1800×120×10mm的2眼圆钢钢筋带,排间距为1400mm×1500mm.最上排锚杆距顶700mm,锚杆排距间距均为1000mm
5110巷为运料和进风顺槽,长度为591m,巷内靠工作面侧铺设轨距为600mm的24K轨道,泵站、移动变电站和各部开关形成串车布置在轨道上。
巷道为矩形断面,巷道断面规格宽×高=4200mm×3200mm,采用螺纹无竖纹锚杆、钢带、锚索、圆钢金属带、金属网联合支护,顶板锚杆采用直径为φ22mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,为5排布置,排距为900mm,间距为1000mm,钢带规格为3900mm×150mm×3mm的W型5眼钢带。
锚索二一二模式布置,排距2500mm,间距2000mm。
护帮金属网采用两排φ22mm×2200mm的锚杆,托板均采用长为1800mm×120mm×10mm的2眼圆钢钢筋带,排间距为1400mm×1500mm。
最上排锚杆距顶700mm。
8110工作面分两次开切眼,第一次开切眼断面宽×高=4500mm×3000mm,第二次扩帮宽×高=3500mm×3000mm,扩帮后切眼断面为宽×高=8000mm×3000mm。
支护采用锚杆、锚索、组合锚索、金属网、单体液压支柱联合支护。
采用φ22mm×2200mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,顶板锚杆为5+4排布置,托板为4200mm×150mm×3mm的5眼钢带和3200mm×150mm×3mm的4眼钢带,5眼钢带排间距为975mm×1000mm,4眼钢带排间距为966mm×1000mm。
断面单锚索四排,排间距2000mm×2000mm,锚索φ17.8×8000mm。
组合锚索全断面采用排间距2000mm×2000mm,2-1-2梅花型布设。
切眼中部支护采用3米圆木堆砌木垛20米。
四、峒室及其它巷道:
1、2110巷与5110巷内绞车窝规格为:
长×宽×高=3000mm×3000mm×2500mm,采用锚杆、钢带、锚索、金属网联合支护,锚杆排、间距均为1000mm。
锚索排间距1000mm×3000mm
2、回风绕道规格为:
宽×高=2500mm×2500mm,运料斜巷规格为:
宽×高=3500mm×3200mm,采用锚杆、钢带、锚索、金属网联合支护,排、间距均为1000mm。
锚索排间距1000mm×3000mm
第二节采煤工艺
一、采煤工艺:
根据煤层赋存条件、巷道布置方式、本工作面采用走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤采煤法,自然垮落法管理采空区顶板。
配套选用的主要设备有MG500/1180-WD型采煤机、ZF9000型中间支架、ZFG10000型过渡支架、SGZ800/800型前部刮板输送机、SGZ800/800型后部刮板输送机、SZZ1000/400型转载机、PLM2500型破碎机、DSJ100/100/2×200型皮带机。
工作面机采高度3m,循环进度0.8m,采用两端头斜切进刀,自行开缺口。
MG500/1180-WD型采煤机牵引方式为电动机牵引,牵引速度为0~16m/min。
截割方式按行走方向,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤。
放顶煤高度平均11.25m,采放比1:
3.75。
顶煤采用低位放顶煤回收方式,按“一刀一放”的正规循环作业,即放煤步距为800mm。
二、生产工艺:
采煤机斜切进刀→割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜
三、采煤机进刀方式为
采煤机在工作面头尾分别采用割三角煤斜切进刀方式,即当采煤机将溜头煤壁割通后,右滚筒下降割底煤,退出距刮板机头30米之外停机,然后将采煤机退出段的刮板输送机,全部顶入煤壁,刮板输送机成一条直线,采煤机右滚筒再次升起向头部割煤,将溜头煤壁割通后,采煤机开始向尾方向割煤,左滚筒在上,右滚筒在下,当采煤机割到尾时斜切割煤方式与头部相同。
采煤机沿底割煤,采煤机司机必须控制好采高。
当机组在溜头割通之后,待移架、推前溜、放顶煤、拉后溜各工序完成后,将头滚筒摇下,尾滚筒摇起,反向牵引,使滚筒沿溜子弯曲段逐渐切入煤壁,距溜头30m之外停机,将退出段按生产工艺完成各道工序,使溜子、支架推移成一条直线。
之后,将机组头滚筒摇起,尾滚筒摇下,向溜头割煤。
当割通溜头后,再将机组头滚筒摇下,尾滚筒摇起开始由溜头向溜尾方向正常割煤。
当机组割通溜尾后,斜切进刀与溜头斜切进刀方式相同。
四、采煤机割煤方式
机组前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,依靠后滚筒旋转自动装煤,剩余的煤在推溜过程中由铲煤板自行装入前部刮板输送机。
五、移架:
降前探梁→收前伸梁→降主顶梁→移支架→升主顶梁→升前探梁→伸前伸梁。
六、推前部刮板输送机:
采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机,推移步距为0.8m,推移刮板输送机距采煤机12~15m,推移输送机时最小弯曲度必须大于21m,弯曲度不得出现急弯子,以防出现断哑铃棒或溜槽错口,刮板输送机推移后,水平弯曲度不大于1度,垂直弯曲度不大于3度,推移方向为自下(上)而上(下)顺序进行。
七、放顶煤
放顶煤靠自然跨落放煤,工作面采用边割边放顶煤和割完一刀放完全部顶煤的作业方式,放煤方法采用头、尾顺序放煤或奇数、偶数法放煤,溜头四架、溜尾三架过渡支架不放顶煤,并严格执行“见矸关窗”的原则。
1、工作面采用头尾放煤法:
从头部5#、6#、7#…支架的顺序向尾部进行放顶煤或从尾部99#、98#、97#…支架的顺序向头部放顶煤,每次放出顶煤量的1/3,割完一刀后再从头部或尾部放第二轮,将顶煤全部放完。
2、放顶煤注意事项:
放顶煤不得一次将后摆梁收回最大角度,防止后摆梁降到刮板输送机槽内将后溜链戗断。
放煤过程中,前后刮板输送机司机要相互配合好,当后输送机煤量大时,前输送机司机必须停止输送机,当后输送机煤量少时,再启动前输送机。
当有大块煤卡在放煤口影响放煤时,则反复动作摆梁,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时升起后摆梁,防止矸石混入煤中。
当割完一刀煤后,顶煤没放完,必须停下采煤机将剩下的顶煤全部放完。
放煤时,放煤工可根据刮板输送机上的煤量适当控制放煤量。
在顶煤坚硬的情况下,采用两人或三人同时在相邻支架进行放顶煤工作。
8、拉后输送机
放完煤后,按从头向尾或从尾向头的顺序拉后输送机。
9、工作面正规循环生产能力:
1、循环产量:
(150×3+142.5×11.25)×0.8×1.4×90%=2070吨
2、工作面日产量:
2070×5=10350吨
附图3:
采煤机进刀方式示意图
第三节设备配置
表6工作面主要机电设备配置
序号
设备名称
型号
数量
单位
技术特征
1
采煤机
MG500/1180-WD
1
台
75+2×30+2×500
2
前刮板输送机
SGZ800/800
1
部
2×400KW
3
后刮板输送机
SGZ800/800
1
部
2×400KW
4
转载机
SZZ1000/400
1
部
400KW
5
破碎机
PLM2500
1
台
250KW
6
带式输送机
DSJ100/100/2×200
1
部
2×200KW
7
乳化液泵
BRW-400/31.5
3
台
250KW
8
喷雾泵
BPW400/16
2
台
125KW
9
移动变压器
KBSGZY-2500/10/3.45
1
台
10
移动变压器
KBSGZY-2000/10/3.45
1
台
11
移动变压器
KBSGZY-1250/10/1.2
1
台
12
移动变压器
KBSGZY-630/10/1.2
1
台
13
液泵控制开关1
KXJR4-127
1
台
14
液泵控制开关2
KXJR4-127
1
台
15
转载机开关
QJZ1-1600/3300-6B
1
台
16
采煤机开关
QJZ1-1600/3300-6B
17
破碎机开关
QJZ1-1600/3300-6B
18
前溜软起开关
QJR-350/3.3S
1
台
350A
19
后溜软起开关
QJR-350/3.3S
1
台
350A
20
备用软起开关
QJR-350/3.3S
1
台
350A
21
乳化泵开关
QJZ1-1600/1140(660)-6
1
台
22
清水泵开关
QJZ1-1600/1140(660)-6
23
组合开关
QJZ-120/1140/660(N)
4
台
120A/80A
24
照明综保
ZBZ-10/1140(660)M
1
台
10A
25
工作面主控器
KTC101
1
台
26
水箱
SX-2500型
1
台
27
乳化液箱
XR400/30
1
台
28
中间液压支架
ZF9000/18/35
95
架
9000KN
29
过渡液压支架
ZFG10000/23/37H
7
架
10000KN
30
端头液压支架
ZTZ16000/21/35F
1
架
16000KN
附图4:
工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
(一)使用顶底板控制设计专家系统
合理支护强度计算。
按采煤工作面质量标准规定,8110工作面支架需要承受的载荷为8倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。
顶板压力Q=8×采高×岩石重力密度×工作面长×支架最大控顶距
=(8×3.3×25×150×5.982)KN
=592218KN
工作面共稳95架ZF9000中间架,7架ZFG10000过渡支架,一组ZTZ16000/21/35F端头支架
工作阻力F=(9000×95+10000×7+16000)KN
=941000KN
可见F>Q,所选支架的工作阻力符合要求。
(2)工作面选用支架技术说明书如下:
项目
支架型号
高度/m
工作阻力KN
支护强度
最小
最大
普通支架
ZF9000/18/35
1.8
3.5
9000
1.13~1.18Mpa
过渡支架
ZFG10000/23/37
2.3
3.7
10000
1.14~1.21Mpa
端头支架
ZTZ16000/21/35
2.1
3.5
16000
0.55Mpa
二、乳化液泵站
(一)泵站型号、数量:
乳化液泵型号BRW-400/31.5,数量为3台;乳化液箱1台,即3泵1箱:
输液管路选用Φ38高压胶管,回液管路选用Φ51高压胶管。
主要技术参数如下
乳化泵型号
公称压力
公称流量
电机功率
BRW-400/31.5
31.5Mpa
400L/min
250KW
(二)泵站设备位置:
乳化液泵站设置与5110巷动力列车上,工作面采用从尾向头供液,正常作业时1台泵工作,备用一台,检修1台。
(三)泵站使用规定:
1、泵站压力必须大于等于30Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。
2、开泵前,检查乳化液箱的液量大于箱体1/2,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、泵在启动后,要注意监听泵的运转状态,如有异常要立即停泵处理,严禁“带病”运转,严禁反向运转。
4、根据巷道的坡度适当的调整泵和液箱,在有坡度的的情况下必须让液箱的高度高于泵,并且泵和液箱处于水平状态。
5、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、窜液现象。
三、喷雾泵站
喷雾泵站两泵一箱,型号为BPW-400/16K,,喷雾泵2台,水箱一台。
泵站使用规定:
1、泵的卸载整定值为16MPa,泵站压力不小于16MPa,严禁随意调整安全阀的整定值。
2、开泵前,检查水箱的水量必须大于箱体1/2,并放开水阀,补水量充足,严防拉空。
3、泵在启动后,要注意监听泵的运转状态,如有异常要立即停泵处理,严禁“带病”运转,严禁反向运转。
4、根据巷道的坡度适当的调整泵和液箱,在有坡度的情况下必须让液箱的高度高于泵,一般情况下泵和液箱处于水平状态。
5、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、漏现象。
6、开泵前,必须向工作面发出开泵信号,得到许可方可开泵。
7、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,水箱每半个月清洁一次,严禁泵箱随意敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱配水。
水质必须符合要求。
8、检修泵时必须停电并将开关闭锁。
第二节工作面顶板控制
一、顶板支护
(一)工作面支护
8110工作面布置95架ZF9000/18/35型中间液压支架,7架ZFG10000/23/37过渡支架和一组ZTZ16000/21/35型端头支架,共计103架支架;除端头支架,其余102架支架的中心距全部为1.5m,支架顶梁长4.842m,工作面最小控顶距5.182m,最大控顶距5.982m,端面距不大于0.34m。
附图5:
最小、最大控顶距
(2)支护要求
1、顶板完整时,采用及时支护方式,液压支架滞后煤机后滚筒3—5m时开始移架。
液压支架操作采用本架手动方式顺序前移,即液压支架沿采煤机的截割方向依次移架。
2、支架顶梁与顶板平行支设,最大仰角≯70。
3、支架初撑力不低于规定值的80%。
4、支架要接顶严实,排成一条直线,其偏差不得超过±50mm,中心距为1500mm,偏差不超过±100mm
5、相邻支架不能有明显的错茬(不大于顶梁侧护板高的2/3),支架不咬、架间空隙≯200mm
6、要及时移架,端面距不超过340mm。
7、工作面控顶范围内、顶底板取移近量按采高≤100mm。
8、工作面顶板不出现台阶下沉,机道梁端至煤壁顶板冒落高度≯300mm。
二、正常工作时期顶板支护方式:
采用及时移架支护方式,采煤机割过后,支架距后滚筒5m以外前移,移过后,将支架升紧升牢。
要求为:
1、机组司机要准确掌握采高,将头、尾进度割齐,顶、底板割平。
2、支架工要按移架工艺做到及时移架、接顶严密。
3、支护工必须按作业规程规定要求把超前支护补齐支好。
4、确保工作面“三直、两平、两畅通”。
三、特殊时期的顶板管理:
(一)来压及停采前的顶板管理:
1、加强来压的预测预报工作,准确判断来压的时间和位置。
2、工作面要提前做好来压预防支护工作。
提高支架检修质量,杜绝“跑、冒、滴、漏、窜”,确保泵站压力,一定要按规定将支架升紧升牢,达到额定初撑力。
3、支架移过后,如工作面煤壁片帮大,支架工要及时伸出前探梁。
4、加强两巷超前支护管理,确保支护的数量和质量符合规程规定的标准和要求。
5、机道内严禁人员进入。
若必须进入作业时,必须严格按机道内作业措施执行。
6、提高开机率,保证工作面正常推进速度。
7、停采前要编制收尾专项措施,并按本作业规程严格管理顶板,以确保工作面实现安全顺利停产。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理:
1、过断层前,应先摸清工作面与断层走向的交角。
根据对断层的了解情况,适当调整开采工艺,以减少断层在工作面的揭露面积。
2、顶板破碎时,采用带压擦顶移架,移架滞后采煤机后滚筒不得超过3m。
支架工站在支架座箱内操作,防止后滚筒甩出煤伤人。
3、工作面过断层时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修严禁“带病”运转。
(3)应力集中区的顶板管理:
应力集中区另行编写专项措施。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理:
(一)运输巷、回风巷的超前支护:
在开采过程中,对两顺槽进行超前支护,超前支护范围为:
5110巷,工作面的煤壁向外50m;2110巷,工作面的煤壁向外30m.尾巷为1梁(1米铰接顶梁)1柱顺着5110巷扶打,支设三排;2110巷按一梁两柱进行支护,两柱共用一根L=4500mm的π型梁,并且上齐防倒、防坠装置,两巷超前支护随推进而前移。
支设时,柱帽平行工作面方向,三用阀的出液口指向老塘侧;支柱支到实底,初撑力不小于90KN。
必须有单体支柱压力检查仪器,不得出现空载现象。
1、2110巷超前支护从工作面煤壁线往外支设不得少于30m,两排DW型单体液压柱,一排支设在距煤柱侧0.8m,另一排支设在距工作面侧0.8m,实行一梁两柱,两排柱距均为1.0m,工作面侧与煤柱侧支柱间距为3.4m,共支60根。
2、5110巷超前支护从工作面煤壁线往外支设不得少于50m三排DW型单体液压柱,采用“一梁一柱式”支护,单体柱配合1.0米长金属铰接顶梁进行支护,铰接梁呈走向布置(与巷道平行),梁与梁相互连接形成一条直线。
柱子打在每个铰接梁中间;5110巷共打三排超前液压单体柱,距工作面侧0.5米支设一排,距煤柱侧0.6米支设一排,距煤柱侧1.2米再支设一排。
柱距为1.0m,共支150根。
3、超前单体柱必须支在一条直线上,其偏差不超过±100mm,必须有防倒、
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