3907工作面规程.docx
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3907工作面规程
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、下关系表
煤层名称
煤3Ⅱ
水平名称
-350m水平
采区名称
3900采区
工作面名称
3Ⅱ907工作面
地面标高(m)
+76.58~+77.93
井下标高(m)
-180.5~-236.0
地面相对位置
本工作面位于北风井东南50~800m之间,太平公路以北,地面为南大留村。
回采对地面
设施的影响
回采将造成地面沉陷,建筑物受到不同程度破坏。
井下位置及
四邻采掘情况
本工作面北邻F43断层(∠60°~70°,H=5~23m);东邻31100皮带巷;南邻CWF13(H=10.0m∠60°);西邻3II908工作面(未准备);上覆3907工作面(已回采)。
推采长度(m)
350
工作面面长
(m)
80
面积(m2)
28000
表1-1
第二节 煤 层
煤层赋存情况表
表1-2
附图一:
3907工作面综合柱状图
煤层厚度
(m)
0.9~1.6
1.2
煤层结构
简单
煤层
倾角
10°~13°
11.5°
可采指数
1
变异系数(%)
11.8
稳定程度
稳定
煤层情
况描述
工作面回采范围内,煤3Ⅱ分3Ⅱ-1与3Ⅱ-2,煤3Ⅱ-1厚0.4~0.8m,平均0.6m左右.结构较简单的薄煤层。
煤3Ⅱ-2为厚0.9~1.6m平均1.2m左右的薄煤层,含有0.15m左右的夹石一层,但不稳定。
煤3距煤3Ⅱ-1的间距为2.0~5.8m,平均4.2m左右。
煤3Ⅱ-1距煤3Ⅱ-2为1.6~5.5m,平均3.2m左右。
煤3Ⅱ-2上距煤3Ⅰ(已回采)8m。
煤岩类型为光亮型煤,煤质较好。
该煤层上距煤2采空区为6.5~11.0m,平均8.0m左右,下距煤3Ⅱ为5.0~12.0m,平均6.5m左右。
第三节 煤层顶底板
煤层顶底板情况表
表1-3
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
硬度
岩性特征
细砂岩
4.0
5.5
浅灰色,具层理,下部含泥质结核。
粉砂岩
3.0
5.0
灰色,泥质胶结,易碎,含植物化石。
煤3Ⅰ
1.7~2.7
1.5
以亮煤为主,厚度不稳定。
(已回采)
2.25
直接顶
粉砂岩
1.6~5.5
5.0
灰色,泥质胶结,易碎,含植物化石。
3.2
直接底
粉砂岩
1.0~2.0
5.0
紫灰色,泥质胶结,含植物化石。
1.5
老底
细砂岩
0~4.0
5.5
深灰色,钙质胶结,具层理。
2.0
第四节地质构造
本工作面范围内煤层走向大致为北东向,倾向北西,煤层倾角为10~13°,平均11.5°左右。
本工作面回采范围内,影响回采的主要地质因素是断层,从巷道施工情况看,共揭露2.5~4.5m的断层3条,其产状和落差见下表。
工作面回采范围内无岩浆侵入体,岩溶陷落柱及古河流冲刷变薄现象。
附图二:
3Ⅱ907工作面巷道素描图
工作面巷道揭露断层情况表
表1-4
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)控制
程度
控制
程度
对掘进影响程度
CF1
105°
25°
55°
正
4.5
3层揭露
较大
CF2
145°
235°
35°
正
2.5
3层揭露
较大
CF3
105°
25°
35°
正
3.5
2层揭露
较大
第五节水文地质
1、该工作面水文地质情况简单,推采过程中个别地段会有少量顶板砂岩裂隙水,对生产影响较小用。
预计最大涌水量5m3/h,正常涌水量3m3/h。
2、老空水
3Ⅱ907面出口受3907面出口一处盲巷老空积水威胁,其积水量上限为-213.5m,积水量下限为:
-214.0m,预计积水量:
45m3;3Ⅱ907面机巷受3907面机巷一低洼处老空积水威胁。
其积水上限:
-224.7m;积水下限:
225.4m;积水量:
50m3;由防治水工区打钻探放水,水患已解除。
3、地面钻孔
3
907面内301、63—70两钻孔在3907面推采过程中已揭露,无安全隐患。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表
表1-5
工作面瓦斯绝对涌出量
0.1m3/min
工作面CO2绝对涌出量
0.3m3/min
煤尘爆炸指数
41.97%
煤的自燃倾向性
本煤层属于自燃煤层
冲击地压危害
无实测资料
普氏硬度(f)
煤层
夹石
直接顶
直接底
1.5
5.0
5.0
地温
21~22℃左右
第七节储量及服务年限
一、储量:
1、工业储量:
W=L1×L2×h×r
=350×80×1.2×1.35
=45360(t)
式中:
W-----工业储量,t;
L1-----本工作面煤层走向长度,取350m;
L2-----本工作面煤层倾向长度,取80m;
h------平均煤厚,取1.2m;
r------煤的容量,取1.35t/m3
2、可采储量:
本面回采率参考值为95%,工业储量45360t
W可=W×95%=45360×95%=43092(t)
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度/月设计推采长度
=350÷(8×30)
=1.5(个月)
第八节其它
1、Cf3断层(落差1.0~4.5m),自出口往机巷逐渐减小的趋势,巷道施工过程中已对落差大于3.0m的地段进行了改造,建议施工单位在过断层时要备足一定的支护材料,加强顶板维护,确保工作面安全推采。
2、工作面回采范围内,有2个地面钻孔301和63-70孔,301孔:
终孔层位煤10Ⅱ,终孔深度488.85m,封孔质量怀疑;63-70孔:
终孔层位五灰,终孔深度487.6m,封孔质量合格。
工作面在过钻孔前,建议施工单位要提前编制专门措施,确保安全施工。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道设计概况
3900采区是查庄煤矿地测科2006年设计,并于2006年9月由肥城矿业集团公司批准投产。
该采区工作面采用走向长壁布置,在采区下部沿煤层向上布置轨道巷和皮带巷。
二、工作面出口
3Ⅱ907工作面东侧为出口,沿煤层顶板破底施工。
巷道为锚网或梯形工字钢棚支护,净宽×净高=2.6m×2.0m,净断面为5.2m2。
主要为该工作面运料、进风和行人服务。
工作面出口内布置有Φ50mm防尘管路一趟,在工作面出口内设有乳化液泵峒室和配电点峒室,并用不燃性材料支护。
并设有绞车躲避峒室,峒室打在顶板完整的地点,采用锚杆支护。
三、工作面机巷
3Ⅱ907工作面西侧为机巷,沿煤层顶板破底施工。
巷道为锚网或梯形工字钢棚支护,净宽×净高=2.6m×2.0m,净断面为5.2m2。
主要为该工作面运煤、回风和行人服务。
工作面机巷内布置有Φ50mm防尘管路一趟,并在靠工作面侧设置刮板输送机和胶带输送机。
四、工作面切眼
3Ⅱ907工作面切眼布置在工作面北侧,沿煤层底板破顶施工,巷道为锚网配合锚索支护,净宽×净高=5.5m×1.5m,净断面为8.25m2。
五、其他主要巷道
3Ⅱ907工作面联络巷布置在工作面中部,沿煤层顶板掘进,净宽×净高=2.6m×2.0m,净断面5.2m2,巷道为锚网索或梯形工字钢棚支护。
附图三:
3Ⅱ907工作面煤层底板等高线实测图
第二节采煤工艺
一、采煤方法
3Ⅱ907综采工作面采用单一倾斜长壁后退式采煤法,仰斜推采。
全部垮落法管理顶板,采煤机沿顶板割煤,割煤深度0.73m,循环进尺0.73m。
采煤机上(下)行割煤,追机移架,即割煤→移架→推移运输机。
二、采煤工艺
工作面采煤工艺为综合机械化采煤,采用MG100/238-WD型电牵引双滚筒采煤机落煤、装煤,采煤机截深0.73m,采用SGZ630/150中双链刮板输送机、SGW-40T刮板输送机和SPJ-800型吊挂式皮带联合运煤,ZY2600/07/14型掩护式液压支架支护顶板,施工顺序为:
割煤→移架→移运输机。
三、割煤方式
采用MG100/238-WD型电牵引双滚筒采煤机双向割煤,见顶见底一次采全高,自开缺口,往返一次进两刀。
采煤机正常割煤为前滚筒在上割顶煤、后滚筒在下割底煤,割煤的同时完成装煤。
四、移架、移溜方式
移架:
采用及时拉架支护方式,正常移架要滞后采煤机后滚筒最少为3个架,最多不得超过6个架(不含6个架);顶板破碎处可紧跟采煤机前滚筒,停机移架或拉超前架及时支护顶板,移架步距为0.73m。
移溜:
在移架后顺序推溜,正常移溜要滞后采煤机后滚筒最少为6个架,最多不得超过8个架(不含8个架),其弯曲段长度不得小于15m,弯曲段要均匀过渡,推移步距为0.73m。
按自下而上的顺序推向煤壁,成一条直线。
五、采煤机进刀方式
采煤机的进刀方式为上下端头斜切进刀,进刀段长度距煤机前滚筒不小于23m,进刀深度0.73m。
具体操作如下:
1、进刀方式:
双滚筒采煤机自开缺口,煤机采用端头斜切进刀方式。
吃刀距离不小于23m。
采用两端头斜切进刀方式自开工作面上下端头缺口。
(1)溜头进刀及割煤:
A:
煤机下行推机时后滚筒上升沿顶,前滚筒下降沿底割煤,由上向下跟机移溜,直至煤机推至溜头时,将溜头进刀处以上溜槽推移到位。
B:
后滚筒下降沿底,前滚筒上升沿顶上行割煤反向斜切直至前滚筒距吃刀处下头超过23m并斜切至足够截深时,停止割煤。
C:
将煤机以下的溜子推移至煤壁。
煤机后滚筒上升沿顶,前滚筒下降沿底下行切割。
D:
煤机切割至溜头,后滚筒下降沿底,前滚筒上升沿顶,再次上行。
E:
当煤机提至吃刀处吃满刀后,推移煤机下部溜子及溜头至煤壁。
然后后滚筒下降沿底,前滚筒上升沿顶,上行割煤移溜。
(2)溜尾进刀,采用方法同上。
2、采煤机正常切割。
双向割煤,往返一次进两刀,向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。
采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。
附图四:
采煤机溜头进刀及割煤示意图(溜尾进刀及割煤方法同溜头)
六、采煤工作面正规循环生产能力
工作面循环进尺0.73m,采高1.2m,回收率95%,月生产天数按30天。
每刀产量:
80×1.2×0.73×1.35×0.95=89.9吨;
日产量:
80×1.2×0.73×8×1.35×0.95=719吨;
月产量=719×30=21570吨;
第三节 设备配置
一、液压支架:
工作面配置ZY2600/07/14型掩护式液压支架(山东矿机集团生产),根据薄煤层开采的特点,采用计算机对支架四连杆机构进行运动分析寻优与强度设计,支架为支撑掩护式,采用了整体顶梁,二柱支撑满足了大伸缩的要求。
①工作面液压支架主要技术参数
支架型式:
掩护式液压支架
支架高度:
700-1400mm
中心距:
1500mm
泵站供液压力:
P=31.5MPa
支架初撑力:
2182KN
支架工作阻力(P=37.6MPa):
2600KN
平均支护强度:
≥0.4MPa(最小值不得低于0.4MPa)
底板前端最大比压:
≤1.6MPa
支架操纵方式:
邻架手动操纵
最大移架步距:
730mm
适应倾角:
横向≤25°(配合防倒防滑装置可达35°)
纵向≤15°
支架重量:
6200kg(重量不含防倒防滑)
②工作面过渡支架(ZYG2800/08/16型)主要技术参数:
支架型式:
掩护式液压支架
支架高度:
800-1600mm
中心距:
1500mm
泵站供液压力:
P=31.5MPa
支架初撑力:
2182KN
支架工作阻力(P=39.3MPa):
2800KN
支架操纵方式:
邻架手动操作
移架步距:
730mm
平均支护强度:
≥0.4MPa(最小值不得低于0.4MPa)
底板前端最大比压:
≤1.6MPa
适应倾角:
横向≤25°(配合防倒防滑装置可达35°)
纵向≤15°
支架重量:
7000kg(重量不含防倒防滑)
二、采煤机:
工作面选用天地科技上海分公司生产的MG100/238-WD型采煤机,其主要技术参数及技术要求如下:
采高范围(m)0.85~1.29(具体见配套);
适应倾角(°)≤30°;
煤质硬度f≤3;
装机功率(kW)100x2+15x2+4x2;
电压等级(V)1140;
牵引速度(m/min)0~6~10;
牵引力(kN)270/162;
机面高度(mm)610(具体见配套);
摇臂回转中心距(mm)4670;
过煤高度(mm)~204(具体见配套);
中部下切深度(mm)~140(具体见配套);
滚筒直径(mm)850;
截深(mm)730;
滚筒:
镐型齿强力滚筒(凯南麦特滚筒);
控制方式:
四象限交流变频,DSP控制技术和中文液晶显示屏,故障记忆多于50条;
操作方式:
无线电遥控(控制距离约15米)、操作站线控、本机控制、应急控制;
牵引电机电压(V)380;
牵引调速方式:
非机载四象限运行交流变频调速;
牵引方式:
摆线轮——销轨无链牵引,节距125mm;
电机冷却方式:
定子水冷;
降尘方式:
内外喷雾,内喷雾水压小于4MPa;
供水管通径25通径;
整机重量:
约16吨(不含电缆、开关、变频装置时);
三、运输设备:
(1)刮板输送机:
工作面选用山东矿机集团生产的SGZ630/150型刮板输送机,其主要技术参数及技术要求如下:
1、型号:
SGZ630/150。
2、出厂长度:
120米。
3、输送量:
250t/h。
4、链速:
1.1m/s,
5、驱动电机:
型号:
DSB-75A(宁夏三一西北骏马电机制造股份有限公司)
装机功率:
2×75KW
电压:
660/1140V
转速:
1475r/min
6、刮板链:
型式:
中双链
链条规格:
22×86-C扁平链
破断负荷:
≥610KN
链条中心距:
200mm
刮板间距:
1032mm,
7、减速器:
型号:
JS75
速比:
1:
26.559
8、牵引方式:
齿轮-销轨式,铸造销轨,节距125mm。
9、中部槽规格:
1500×590(内宽)×190
10、中部槽结构:
铸焊封底、中板为整体NM360高强度耐磨板,厚度20mm,底板材质Q345B,厚度14mm,槽帮材质ZG30MnSi。
槽间采用哑铃销连接。
每隔7节中部槽配1节开天窗中部槽。
中部槽预留防滑连接孔。
(2)顺槽运输机:
顺槽内使用SGW-40T型刮板输送机和SPJ-800型吊挂式皮带联合运煤。
SGW-40T刮板输送机技术参数为:
电机功率:
40KW
运输能力:
150t/h
中部槽规格:
1500mm×620mm×180mm
(3)吊挂皮带型号SPJ-800型技术参数为:
电机功率:
37KW
运输能力:
350t/h
带宽:
800mm
带速:
1.63m/s
(4)绞车:
选用JD-2.5型调度绞车。
主要用于工作面设备的运输安装及调试。
主要技术特征:
牵引力:
25KN
绳速:
1.44m/s
绳径:
¢18.5mm
容绳量:
400m
电机功率:
40KW
电机电压:
660V
附图五:
3Ⅱ907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、液压支架所需支护强度计算:
1、按经验公式计算:
P=9.81×H×R×K=9.81×1.2×2.5×8=238.44(kn/m2)
式中:
P-支架支护强度
A-顶板岩柱相遇采高的倍数,取8。
H-最大采高,取1.2m
R-煤层顶板岩石容重,取2.5t/m3
3、选择工作面支护强度:
238.44kn/m2因此工作面支护强度应大于238.44kn/m2
4、支护设备选择
3Ⅱ907综采工作面选用基本架ZY2600/07/14型支架47组,上下两端头各配置3组ZYG2800/08/16型端头支架。
全面共计53组支架,从下端头至上端头依次编号为1-53号支架。
根据以上计算结果,结合煤层采高,综采面选用ZY2600/07/14型支撑掩护式液压支架符合本工作面支护要求。
附:
预计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
直接顶厚度
m
1.17
1.17
老顶厚度
m
2.2
2.2
直接底厚度
m
4.6
4.6
2
直接顶初次跨落步距
m
23
23
3
初次来压
来压步距
m
23-27
23-27
最大平均支护强度
KN/m2
682.8
682.8
最大平均顶底移近量
mm
150
150
来压程度
明显
明显
4
周期来压
来压步距
m
12-13
12-13
最大平均支护强度
KN/m2
682.8
682.8
最大平均顶底移近量
mm
100
100
来压程度
明显
明显
5
平时
最大平均支护强度
KN/m2
最大平均顶底移近量
mm
50
50
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
底板容许比压
MPa
8
直接顶类型
类
二类二级
二类二级
9
老顶级别
级
V
V
工作面条件与支架适应条件对照表表3-1-2
工作面条件
支架适应条件
采高
1.2m
0.7—1.4m
倾角
11.5°
10--130
煤厚
0.9~1.6m
0.65—1.3m
煤硬度
中等
中等
底板比压
6.34MPa
1.1MPa
支护强度
0.249MPa
0.25~0.38MPa
顶板种类
Ⅰ级2类
(三)乳化液泵站
1、泵站及管路选型、数量
(1)、选用BRW-200/31.5型乳化液泵,两泵一箱,其主要技术参数为:
公称压力:
31.5MPa公称流量:
200L/min
电机功率:
125KW电机电压:
1140V
乳化液配比:
3%-5%
(2)、输液管路上出口选用无缝钢管,工作面选用高压胶管,耐压均在32Mpa以上。
2、泵站位置设定:
泵站安设距工作面500m的上出口位置。
3、泵站使用规定:
要保证泵站压力不小于30MPa,乳化液浓度不低于3%~5%,要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的串漏液。
4、液压管路使用规定:
3Ⅱ907综采工作面所有使用液压管路及泵站管路必须使用国标,三证齐全的高压胶管、接头及U型销,否则,现场不准使用。
第二节 工作面顶板管理
本工作面顶板管理采用全部垮落法。
本工作面配置47组ZY2600/07/14型掩护式液压支架,两端头各配置3组ZYG2800/08/16型掩护式液压支架,共53组支架,工作面最大控顶距4.471m,最小控顶距3.741m。
对工作面实行全支护法管理。
一、正常工作时期顶板支护方式:
(一)支护方式:
工作面顶板支护采用及时支护的方式,即采煤机割煤后,先移架后移运输机。
施工顺序为:
割煤→移架→移运输机。
(二)移架方式:
本工作面割煤时采用追机移架的方式对顶板进行支护,在采煤机割煤后,先移支架,再移运输机,即割煤—移架—移运输机;正常移架要滞后采煤机滚筒6~9m。
机头处三架排头架的移架的顺序为:
先移2#架,后移1#架,再移3#架。
顶板破碎或片帮严重时要紧跟前滚筒移架或超前移架。
(三)移架质量要求
工作面支架初撑力不得低于24MPa;移架步距为0.73m;移架要作到少降快拉,防止出现漏顶现象;移架后必须保证支架齐直,其偏差不大于±50mm,支架中心距在1500±100mm以内;保证支架垂直于运输机,其夹角在±50以内;支架垂直于顶底板,支架顶梁要与顶板平行,其最大仰俯角小于70;相邻支架不能有明显错茬,错茬高度不得超过侧护板高度的2/3,支架不挤、不咬,架间空隙不超过150mm。
(四)支护要求:
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、二畅通”的质量要求。
2、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6架,防止长时间空顶。
3、工作面支架中心距保持1500±100mm,支架歪斜不超过±5○,架间距不超过200mm,支架与运输机保持垂直,偏差小于5○,垂直顶底板支撑,拉线移架,支架直线性偏差不得超过±50mm。
4、泵站压力不小于30MPa,支架系统压力不低于24MPa,前梁及顶梁接顶严密,受力状态良好,当支架上顶板冒高超过300mm时,应用木料接顶。
5、相邻支架不得有明显错茬(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤、不咬、不歪。
6、基本支架活柱伸出量最大不超过1.3m,其支架活柱伸出量最小不低于0.2m,端头支架活柱伸缩量最大不超过1.5m,其支架活柱伸缩量最小均不低于0.2m。
7、工作面液压支架实行编号管理。
二、特殊时期的顶板管理
〈一〉、来压及停采前的顶板管理:
根据3Ⅱ906面经验数据预计该面初次来压步距23-27m,周期来压步距为12-13m,为此应做好以下工作:
1、初采时,必须做好矿压预测预报工作,由矿压部门在轨道、皮带顺槽挂牌标明来压位置,来压前注意观察现场顶帮变化,及时加强支护。
2、工作面支架液压系统要有足够的压力(不低于24MPa),泵站系统压力不得低于30MPa,乳化液浓度在3-5%范围内,超前支护支柱初撑力不低于50KN,工作面支柱初撑力不低于90KN。
3、支架支护状态良好,系统不渗不漏,安全阀满足要求。
4、按正规循环作业,尽量加快推进速度,尽可能的减小来压对回采的影响,面前出现地质构造要配合板棚背顶控制顶板,严格控制采高,工作面运输机及时调整顺坡,避免支架超高或压死。
5工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
(二)顶板破碎时的顶板管理
1、当工作面局部地点顶板破碎、片帮严重时,可超前移架,提前支护机道顶板。
施工顺序为:
移架→割煤→移运输机。
2、顶板破碎无法实现超前移架时,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取随割煤随移架的方法维护顶板。
即先割煤1~3架,然后停止割煤,进行移架支护顶板。
再割煤再移架,依次进行。
(三)工作面过断层时的顶板管理
工作面过断层时另提补充技术措施,加强顶板管理。
过断层必须根据断层产状确定施工方案,控制工作面采高,保持工作面顶板平、底板平,相邻支架不能有明显错茬,错茬高度不得超过侧护板高度的2/3;支架仰俯角不超过70,避免出现前倾、后仰现象,运输机平直无较大的起伏。
第三节 工作面机巷、出口及上、下两端头的顶板管理
一、工作面机巷、出口的顶板管理
工作面机巷、出口采用前引HDJA(B)-1000顶梁,梁下支设单体液压支柱,柱底加垫铁鞋配合作为超前支护。
架棚支护的巷道替换工字钢棚,锚网索支护的巷道引支超前支护时,待锚杆盘、锚索进入工作面煤壁以后及时将顶板锚杆盘、锚索卸掉。
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