13288工作面作业规程.docx
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13288工作面作业规程
第一章地质概况与矿压参数
第一节工作面位置
1、13288工作面井下位置及四邻采掘情况:
位于北一皮带下山南侧,东邻13267、13265采空区,南邻南翼皮带下山,北邻13263采空区。
2、地面位置:
庄晏乡东南,地面以农田为主,无建筑物。
3、回采对地面设施影响:
回采后将对地面造成不同程度影响,采中、采后要加强观测。
第二节开采范围及赋存状态
开采范围及赋存状态表 :
(表1—1)
项目
单位
最小
最大
平均
备注
地面标高
m
265
285
275
底板标高
m
-370
-310
-340
埋藏深度
m
575
655
615
走向长度
m
1057
1057
1057
倾向长度
m
76
184
130
煤层倾角
度
3
30
5
煤层厚度
m
3.3
5.3
4.6
容重
t/m3
1.75
工业储量
t
1217501
可采储量
t
1059226
87﹪
第三节地质构造
1、构造简述:
此工作面断层多,构造复杂,运料巷揭露F12:
h=20m,∠60°断层,断层虽未完全进入工作面内,但靠近断层附近煤层厚度及倾角变化大。
建议回采时,及时控制回采高度,并调整回采坡度,提高煤质。
2、断层情况表:
(表1—2)
构造
名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对回采影响程度
F288-1
46°
136°
60°
正断层
3-6.5
影响较大
f288-2
43°
133°
60°
正断层
3-4.5
影响很大
f288-3
18°
288°
60°
正断层
1
影响较小
f288-4
71°
341°
60°
正断层
1
影响较小
f288-5
42°
312°
35°
正断层
5
影响较大
f288-6
160°
70°
60°
正断层
3.5
影响较大
f288-7
46°
316°
60°
正断层
1
影响较小
f288-8
73°
343°
60°
正断层
1.3
影响较小
f288-9
81°
351°
60°
正断层
1.1
影响较小
f288-10
35°
305°
66°
正断层
2
有一定影响
f288-11
90°
180°
64°
正断层
2.4
有一定影响
f288-12
287°
197°
45°
正断层
3
有一定影响
f288-13
290°
200°
60°
正断层
2
有一定影响
f288-14
75°
165°
60°
正断层
1.5
影响较小
f288-15
65°
155°
60°
正断层
1.5
影响较小
f288-16
116°
206°
70°
正断层
4
影响较大
f288-17
76°
166°
60°
正断层
2
有一定影响
f288-18
343°
73°
60°
正断层
1.5
影响较小
F12
367°
277°
60°
正断层
20
有一定影响
第四节煤层特征
1、煤层产状:
工作面煤层倾向100°-113°,倾角3°—30°,平均倾角5°。
2、煤层:
本区煤层基本上稳定,全层厚度3.3-5.3米,平均4.6米。
全层含夹矸两层,底层含夹矸一层,上层夹矸厚度0.05m,距大煤顶板0.3m;下层夹矸厚度0.16m,距大煤底板0.2m,煤层底层厚度0—2.0m,平均厚度1.5m,两层夹矸岩性为粉砂岩。
3、原煤指标:
(表1—3)
M
A
V(%)
Q(J/g)
Fc(%)
S(%)
Y
工业品牌
1.87%
18.11%
5.34%
33545J/g
79.09%
<0.5%
1
无烟煤
大煤、煤质硬,燃点高,发热量大,低硫、磷,质优。
第5节围岩性质
项目
名称
厚度(m)
岩 性 特 征
老顶
中砂岩
14.0
灰白色、致密、坚硬;节理、裂隙发育。
直接顶
粉砂岩
4.0
灰黑色,节理,裂隙发育,含植物化石。
伪顶
炭质页岩
0.3
黑色,质软,含丰富植物化石。
直接底
粉砂岩
3.0
灰黑色,较致密,含大量植物根部化石及黄铁矿结核。
老底
细砂岩
6.3
灰白色,质脆,层理发育。
围岩特性表:
(表1—4)
第六节同一煤层邻面矿压规律
同一煤层邻面矿压规律(根据13267工作面):
(表1—5)
项目
单位
最大
最小
平均
顶板压力
MPa
0.45
0.25
0.35
直接顶初次跨落
压力
MPa
0.31
0.25
0.28
距离
M
10
6
8
初次来压
强度
MPa
0.45
0.40
0.425
步距
M
30
20
25
周期来压
强度
MPa
0.45
0.35
0.4
步距
M
18
12
15
第七节水文情况
本区水文地质条件简单,影响本区的含水层主要为大煤顶板砂岩含水层,其富水性不均一、各向异性。
在回采过程中,断层局部裂隙发育地段,可能会有淋滴水现象,恶化生产环境,建议回采过程中应在巷道低洼处配备相应的防排水设施。
第八节瓦斯、煤尘和自燃发火情况
1、瓦斯:
绝对涌出量0.2m3/min,属低瓦斯地区,正常通风对回采无影响。
2、煤尘:
无爆炸性,煤尘爆炸指数为2.54~9.12%。
3、煤的自燃:
燃点高,不会自燃。
4、地温:
正常通风时,地温对回采影响不大。
5、地压:
较大,应加强顶、底板和煤帮管理。
第九节切眼及两巷情况说明
1、切眼:
沿顶板掘进,规格为:
5.6m×2.4m圆木棚子支护,棚距0.5m,使用直径不小于20cm的优质圆木,在木头棚梁(中间)下打两排2.5m支柱加强支护。
2、上、下巷:
采用规格为:
净宽×净高=4.0m×2.7mU型箍棚子支护,棚距均为0.6m。
上下两巷为沿顶板掘进巷道。
第十节附图
1、工作面及巷道布置平面图:
附图(1-1)13288工作面及巷道布置平面示意图
2、柱状图:
附图(1-2):
13288工作面综合柱状图
3、切眼及巷道素描图:
附图(1-3):
13288工作面运料巷、溜子道实测素描示意图
附图(1-4):
13288工作面切眼实测素描图
4、两巷断面图:
附图(1-5):
13288工作面两巷断面支护图
5、切眼支护图:
附图(1-6):
13288切眼支护剖面图
十一、地质建议
1、回采过程中加强“一通三防”工作。
2、回采过程中遇地质及水文地质问题及时与技术科联系。
第二章采煤方法及工艺
第一节采煤方法
1、工作面采用走向长壁后退式采煤法。
2、回采工艺:
综采放顶煤回采工艺。
全部跨落法处理采空区。
1、机采高度为2.1m—2.3m。
2、采放比:
工作面平均煤厚为4.6m,其中机采高度为2.3m,放煤高度为2m,采放比为1:
1。
2、放煤步距的确定:
放煤步距的计算公式为:
B=h÷(k×h′)
式中:
B—放煤步距m,h—放煤高度m,h′—工作面采高m,k—顶煤松散系数,一般取k=1.2
则:
工作面放煤步距:
B=2÷(1.2×2.3)=0.72m
而对于MG170/410-WD型交流电牵引采煤机有效截深为0.5m,因此确定工作面的放煤步距为0.5m,一刀一放。
第三节采煤工艺
1、机组双向割煤工艺流程(一个循环):
工作面安全确认—机组下行割三角煤—追机伸出伸缩梁—移架—机组空刀上行—移前部机头—机组上行割煤—追机伸出伸缩梁—移架—移前部溜子—拉后部溜子—机组到机尾斜切进刀—移前溜机尾—机组上行割三角煤—追机伸出伸缩梁—移架—机组空刀下行—移前溜机尾—机组下行割煤—追机伸出伸缩梁—移架—移前部溜子—机组到机头斜切进刀—放顶煤—拉后部溜子—搞质量标准化。
2、工序说明:
(1)落煤方式:
工作面采用MG170/410-WD型交流电牵引采煤机割煤,支架尾梁摆动,插板伸缩放顶煤。
(2)装煤方式:
采煤机螺旋滚筒装煤和前、后部溜子铲煤板装煤,人工清理活煤。
(3)运煤方式:
工作面前、后部溜子单独运煤,集中到溜子道顺槽溜子和皮带运输机中再经过两部溜子运至煤仓。
(4)进刀方式和割煤方式:
采用端部割三角煤斜切进刀,双向割煤。
(5)支护方式:
工作面及上下端头均采用ZF2600-16/24型四柱单摆杆放顶煤液压支架密排支护顶板。
(6)移架方式:
采用分段追机作业,带压擦顶移架方式。
移架步距0.5m。
移架一般滞后机组后滚筒5m—10m,间距大于10m时停止割煤。
移架跟上后再开机割煤。
顶板破碎时,随机组前滚筒割煤随移架,割一架移一架,移架后要立即升紧支架。
煤壁片帮处,机组割煤前必须移超前架。
(7)推移前部溜子:
在移架之后进行,采用双向依次顺序移溜方式,移溜步距0.5m。
移前部溜子距采煤机后滚筒不小于6m,移溜滞后移架距离不小于6m。
移溜时,溜子弯曲段长度不得小于18m(12节溜槽),移溜必须在溜子正常运转过程中进行,溜子处于停机状态时严禁移溜。
(8)放顶煤:
放顶煤步距0.5m,采用双口双轮等量放煤方式。
工作面分两个放煤段,每个段只许开放一个放煤口,分别按照由下向上的顺序逐架放煤。
第一轮粗放顶煤1/3~1/2,第二轮细放把煤放净,见矸停放。
放煤过程中要掌握好煤量,保持煤量均匀,防止压溜子。
两个放煤点间距不得小于10m,严禁相邻两架支架同时放顶煤,放煤时必须将后溜喷雾打开。
机头机尾各3架端头支架严禁放顶煤。
(9)拉后部溜子:
拉后部溜子工作必须专人操作,采取顺序拉溜方式。
后溜弯曲长度不得小于18m(12节溜槽),拉后溜要滞后放顶煤不少于10m,拉后溜与移架距离不少于10m。
第四节循环作业图表
一、循环作业图表:
附图(2-1):
13288工作面循环作业图表
附图(2-2):
13288工作面斜切进刀示意图
第五节爆破作业
炮眼布置图:
附图(2-2):
13288工作面炮眼布置图
第六节循环作业图表
1、工作面采用正规循环作业。
2、每割一刀煤、移一次架、放一次顶煤为一个循环,按多循环组织。
见正规循环图表2-3。
3、循环产量:
A=L.M.D.R×95%=130×4.6×0.5×1.75×0.87=455(吨)
每日产量:
P=K.A.N=1.1×455×4.0=1820(吨)
服务天数:
F=综采可采储量/日生产能力=1059226÷1460=582(天)
上式中:
L:
工作面平均长度:
130mM:
平均采高:
4.6m
D:
循环进度:
0.5mR:
煤的容重:
1.75t/m³
K:
生产集约化系数,取1.1N:
每天的循环个数4.0
P:
平均日生产能力
第三章作业方式与劳动组织
第一节作业方式
1、循环作业方式:
采用割1刀煤,移1次架,放一次顶煤,为一个循环方式。
循环进度为0.5m。
采用多循环作业的方式。
2、工作面作业形式:
采用“三八”工作制,两采一准,中、夜班出煤,早班准备检修;早班6∶00-14∶00;中班14∶00-22∶00;夜班22∶00-6∶00。
第二节劳动组织
1、劳动组织形式:
(1)工作面采用分段综合作业的劳动组织形式,即机组正副司机三人割煤,工作面分段(每段2人)移架、移前溜、分段清理活煤、放顶煤、拉后部溜子。
(2)上、下端头各2~3人负责移端头支架及导向梁等工作。
(3)上、下端头2人进行放顶工作。
(4)机电、运输采用专业队组织形式,负责机电设备的日常运转、维修以及皮带机道的文明生产等工作。
(5)两巷超前处理、维修采用专业队形式,负责上下巷超前支护及巷道维护、清理等工作。
(6)搞料采用专业队形式,负责物料的供应、运料系统的文明卫生等工作。
(7)支架维护采用专业队形式,负责支架的日常维护、管路维护、日常洒水等。
2、劳动组织表:
(表3—1)
序号
工种
早
中
夜
合计
1
综采支架工
4
5
5
14
2
采支工
4
8
8
20
3
班长
1
2
2
5
4
验收员
1
1
1
3
5
电修工
2
1
1
4
6
机组司机
2
3
3
8
7
溜子司机
4
4
4
12
8
皮带司机
2
2
2
6
9
泵站司机
1
1
1
3
10
看线工
0
1
1
2
11
坑代员
2
1
1
4
12
巷修与替茬工
10
0
0
10
13
支架维修工
5
0
0
5
14
大班机电工
5
0
0
5
15
机电工长
2
1
1
4
16
运料工
6
0
0
6
17
区管人员
1
1
1
3
18
其它
1
1
1
3
19
合计
53
32
32
117
第四章顶板管理
第一节工作面支架选择与布置
一、工作面支架选择与布置:
1、工作面支架选型:
根据工作面煤层平均厚度4.6m,煤层倾角3°—30°,平均为5°。
老顶周期来压强度不大于0.4MPa,选用ZF2600--16/24型放顶煤液压支架密排支护顶板。
2、主要技术特征:
液压支架架型:
ZF2600--16/24型四柱单摆杆放顶煤液压支架
支架宽度:
1400-1570mm
支架中心距:
1500mm
支撑高度:
1600-2400mm
支护强度:
0.43-0.51MPa
对底板比压:
0.12-0.19Mpa
初撑力:
1700-2087KN
工作阻力:
2396-2706KN
操作方式:
本架
自量:
9010Kg
泵站压力:
31.5MPa
支架运输长度:
4300mm×1500mm×1600mm
伸缩梁长度:
600mm
3、主要参数的验算:
(1)支护强度和工作阻力:
a、估算顶板所需的支护强度:
q=K1×H×P×10-5
式中:
q—顶板所需支护强度(MPa)
K1——作用于支架上的顶板岩石厚度系数,据万年矿实际取K1=6
P——岩石密度,一般取2.5×103kg/m3。
采高H=2.2m
则q=6×2.2×2.5×103×10-5=0.33(MPa)
b、支架支撑顶板的有效工作阻力:
Q2=q×F×103
式中:
Q2为支架支撑顶板的有效工作阻力(KN)
q-为估算顶板所需的支护强度
F-每架支架的支护面积(m2)
F=S×(L+C)
S-支架宽度S=1.5m
L-支架顶梁长L=4.0m
C-梁两端距C=0.34m
则F=1.5×(4.0+0.34)=6.51(m2)
Q=0.33×6.51×103=2148.3(KN)
可见支架支护强度(0.43-0.51MPa)大于顶板所需支护强度(0.33MPa),支架工作阻力(2396-2706KN)大于支架支撑顶板有效工作阻力(2148.3KN)。
(2)接触比压验算:
大煤底板为粉砂岩,普氏硬度f=4-7,允许比压值一般1.96-2.16MPa,大于支架对底板比压(0.12-0.19Mpa)。
(3)支架调高范围:
工作面采高要求2.1-2.3m,支架调高范围(1.6m-2.4m)符合要求。
(4)移架力和推溜力:
一般要求:
移架力F1=150KN-300KN
推溜力F2=100KN-150KN
ZF2600--16/24型综采支架:
移架力=483KN(P=31.5MPa)
推溜力=305KN(P=31.5MPa)
(5)工作面选用ZF2600--16/24型综采支架密排支护顶板选型合理。
根据工作面支护强度和工作阻力计算,结合ZF2600/16/24型大尾梁支架技术参数分析,ZF2600/16/24型大尾梁支架支护强度(0.43Mpa-0.51Mpa)大于顶板所需的支护强度(0.3Mpa),支架的初撑力1700-2087KN、工作阻力(2396KN—2706KN)均大于支架支撑顶板所需的有效工作阻力1402.5KN。
工作面上、下端头均采用ZF2600/16/24型大尾梁支架,能够满足端头支护要求。
第二节端头支护方式
一、上端头支护:
(一)上端头不加、减支架段:
1、上端头选用ZF2600--16/24型支架支护顶板,支架安装至运料巷下帮。
最大控顶距4.3m,最小控顶距3.6m。
2、上端头使一路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁棚子抬住运料巷替茬下帮十字梁下端头,一梁一柱连续支护,跨机尾处不能打支柱时,插齐双楔,上端头双楔梁圆肖、扁肖、尖肖,尖橛均朝倾斜上方使用。
下帮十字梁上端头跨工作面前(后)部溜子机尾处各使用1根3.6mπ型梁抬住梁头,一梁三柱打支柱。
工作面前部溜子机尾正上煤帮侧1根,空帮侧2根,排距1m。
(工作面后部溜子机尾正上煤帮侧1根,空帮侧2根,排距1m。
)π型梁随着移机头外移。
3、上端头紧靠端头支架使用一根Φ18cm×3.2m的优质红松圆木做导向梁,一梁三柱支设,煤帮一根,空帮侧二根,间距1.0m。
移端头支架前先移导向梁,导向梁下打齐支柱后,再移端头支架。
4、上端头支架顶梁外沿与上巷替茬十字梁棚子间距小于0.3m,上端头支架上侧不再使用圆木导向梁。
5、上端头支架顶梁外檐与上巷替茬十字梁棚子间距大于0.3m、小于0.5m时,移导向梁后,及时用板梁和单体支柱进行支护,每块板梁上不少于2根单体支柱。
严禁用单梁单柱进行支护。
6、端头支架顶梁外檐与两巷替茬十字梁棚子间距大于0.5m时,每0.5m顺走向使一梁一柱双楔梁棚子,柱距0.5m,排距1.0m。
为有利于放顶截梁,金属双楔顶梁圆肖、扁肖、尖肖,尖橛均朝倾斜上方使用。
7、工作面端头支架与金属双楔顶梁间必须背长度不小于1.5m的板梁,板梁间距0.2m—0.3m,一头担在金属双楔顶梁上,一头担在端头支架上,防止端头支架拉架后,空帮流砟。
8、上端头替茬范围放顶切顶线与端头支架尾梁放齐。
放顶前,切顶排最大可滞后端头支架尾梁1m。
(二)上端头加、减支架段:
1、上端头采用4路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁配DZ-25/100型单体液压支柱组成的支架支护顶板,柱距0.5m,排距1.0m,齐柱齐梁布置,柱排距误差不大于±100mm,所有铰接梁平行运料巷布置,倾斜长度2m。
2、上端头高档段,端头支架尾梁空帮侧实行“2、3”排管理。
最大排距3排2米,最小2排1米。
上端头最大控顶距8米,最小控顶距7米。
3、上端头缩短减支架期间,上端头综采支架上侧不使用导向梁。
4、上端头缩短减支架期间,另行补充具体安全技术措施。
二、下端头支护:
1、下端头选用ZF2600--16/24型支架支护顶板,最大控顶距4.3m,最小控顶距3.6m。
2、下端头替茬范围放顶切顶线可滞后端头支架尾梁2-3m。
放顶前,切顶排,最大可滞后端头支架尾梁3m。
3、下端头使一路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁棚子抬住溜子道替茬上帮十字梁上端头,一梁二柱连续支护,跨机头处不能打支柱时,插齐双楔,下端头双楔梁圆肖、扁肖尖橛朝倾斜上方使用。
上帮十字梁下端头跨工作面前(后)部溜子机头处各使用1根3.6mπ型梁抬住梁头,一梁三柱打支柱。
工作面前部溜子机头正上煤帮侧1根,空帮侧2根,排距1m。
(工作面后部溜子机头正上煤帮侧1根,空帮侧2根,排距1m。
)π型梁随着移机头外移。
4、下端头紧靠端头支架使用一根Φ18cm×3.2m的优质园木做导向梁,一梁三柱支设,煤帮1根,空帮侧2根,间距1.0m。
移端头支架前先移导向梁,导向梁下打齐支柱后,再移端头支架。
5、下端头支架顶梁外檐与下巷替茬十字梁棚子间距大于0.3m、小于0.5m时,移导向梁后,及时用板梁和单体支柱进行支护,每块板梁上不少于2根单体支柱。
严禁用单梁单柱进行支护。
6、端头支架顶梁外檐与两巷替茬十字梁棚子间距大于0.5m时,及时调整工作面溜子与顺槽溜子夹角,防止工作面溜子上移。
确保下端头1#支架与下巷替茬上帮十字梁上端头间距保持在0.3m—0.5m之间,工作面溜子出煤顺畅。
7、端头支架顶梁外沿与两巷替茬十字梁棚子间距大于0.5m时,每0.5m顺走向使一梁一柱双楔梁棚子,柱距0.5m,排距1.0m。
为有利于放顶截梁,金属双楔顶梁圆肖、尖肖、扁肖均朝倾斜下方使用。
8、工作面端头支架与上下金属双楔顶梁间必须背1.5m以上板梁,板梁间距0.2m—0.3m,一头担在金属双楔顶梁上,一头担在端头支架上,防止端头支架拉架后,空帮流砟。
第三节工作面支护质量要求
一、综采放顶煤支架质量要求
1、支架与溜子保持垂直,其夹角小于5°。
支架与顶板接触严实,顶空处用板梁摆架接顶,严禁空顶,机道梁端与煤壁顶板冒落高度不大于300mm。
2、支架初撑力不低于20MPa,工作面每隔一个支架安装一组压力表。
工作面上下端头支架各按一组数据压力表。
3、支架按线移设,使支架保持一条直线,其偏差不超过±50mm。
4、支架顶梁与顶板平行支设,最大仰俯角小于7°。
5、支架不咬架,相邻支架间不能有明显的高低错差。
(不超过顶梁侧护板高度的2/3)。
6、工作面综采放顶煤支架中心距均为1500mm。
7、支架完好不漏液,不串液,无失效零部件。
8、端面距不大于340mm。
9、支架后尾梁升至合适高度,后插板伸出护住空帮,确保后部溜子顶边以上高度不低于300mm,不大于500mm。
10、工作面停机状态(停止生产)时,支架前梁伸出顶住煤帮,护帮板全部伸出护住煤帮,支架处于最大控顶距状态。
二、高档支护质量要求
1、上、下端头,前后部输送机头(尾)高度不小于1.8m,空帮高度不小于1.6m,人行道宽度不小于0.7m。
2、顶梁垂直于煤帮,支设迎山有劲,点柱升紧打牢,初撑力不小于90KN(11.5MPa)。
柱距0.5m,排距1.0m。
排柱距误差不大于±100mm。
支柱柱头严禁打在顶梁接口处。
3、漏液失效支柱及时更换,不合格顶梁严禁使用。
4、上、下端头铺双层顶网并分别铺过端头三个支架,具体要求按第九章第八项‘铺层顶网’规定执行。
5、每根铰接顶梁上背顶用料不少于4根,顶板破碎时用大料或板皮密背,顶空处用合格规格板梁摆架接顶。
6、单体支柱卸载阀朝向工作面倾斜下方,尖肖、扁肖插紧打牢。
7、所有支柱穿铁鞋,拴好防倒绳(或挂好防倒链)。
8、工作面必须使用防飞肖。
打紧扁肖后,防飞橛必须推上去使好。
双楔铰接顶梁上的扁肖、尖肖必须插紧打牢。
升支柱时,人员必须躲开肖子的飞射方向,以防飞肖伤人。
9、前、后部溜子机头正上双楔铰接顶梁下不能打支柱时,必须插齐、打紧扁肖、圆肖、尖肖。
10、工作面切顶排实行全承载管理,无空载支柱现象。
第四节工作面支架布置平面图
一、工作面支架布置图:
附图(4-1):
工作面支架布置平面图
第五章安全出口及两巷管理
第一节安全出口
一、运料巷替茬:
(一)、正常情况下:
1、巷道支护为:
宽×高=4.0m×2.7mU型钢棚子支
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