BD工作面作业业标准规范.docx
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BD工作面作业业标准规范
第一章 概 述
第一节工作面位置及井上下关系
作面位置及井上下关系,见表1。
表1工作面位置及井上下关系
水平名称
一水平
采区名称
一采区8#层
地面标高
+1290.4m~+1192.0m
井下标高
+954.7m~+1072.5m
地面相
对位置
工作面位于马尾沟矿北东侧,工作面北西为设计8102工作面,设计留煤柱20m,南东为上程子窊村,上部6#层及下部9#层煤在本区均不可采。
回采对地面设施的影响
工作面上部多为农田,在M11点南西直线距离约28m处有高压线塔。
回采期间由地测部门进行观测,届时另行编制专项措施。
井下位置及相邻关系
工作面位于8#一采区下山辅助运输巷左侧,其倾斜上方为设计8102工作面,右侧为矿井边界,工作面距一采区下山辅助运输1921m。
走向长度/m
1917
倾斜长度/m
192
面积/㎡
368064㎡
第二节煤层
本工作面位置开采煤层8#层煤,通过地质资料分析煤层赋存较稳定,具体情况见表2。
表2煤层赋存情况表
煤层厚度(m)
0.9~1.65
煤层结构
简单
煤层倾角(度)
3~12
1.275
7.5
开采煤层
8#
煤种
贫煤
稳定程度
较稳定
煤
层
赋
存
情
况
8#煤层厚0.9-1.65M,发育稳定,煤层走向N83ºE转N-S,倾向30º,煤层在倾角3º-12º。
由于煤层在原始沉积过程中基底不平,在加上后期构造的影响,煤层厚度变化较大。
根据8101工作面皮带顺槽L13号点前20m揭露煤层厚1.4m,其结构由上至下:
煤层直接顶为厚层砂质泥岩,伪顶为0.5m的炭质泥岩,1.4m煤层,1.75m砂质泥岩。
,煤层结构见“柱状图”。
煤层颜色为黑色,褐黑色条痕,玻璃光泽、层状构造,断口为以参差状为主。
内生裂隙发育,依宏观煤岩组分来看,以亮煤为主,镜煤较多,属半亮型煤。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度/m
岩性特征
基本顶
砂岩
3-5
细砂岩、中粗粒砂岩为主,胶结致密。
直接顶
砂质泥岩
0.5-1.4
泥岩、砂质泥岩、厚层状,为山西组与太原组的分界标志,岩石中长石含量较高,硅质胶结,常呈倒粒序。
伪顶
炭质泥岩
0.2-0.5
黑色泥岩、炭质泥岩,受上部岩层挤压、片状,破碎常随采动跨落。
直接底
砂质泥岩
1.0-2.6
顶部为砂质泥岩无层理,较硬,含砾石,不易切割。
基本底
砂岩
2.6
灰色,砂质泥岩及细砂岩。
附图1:
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
表4断层情况以及对回采的影响
构造
名称
倾向
倾角
性质
落差
对回采的影响
1
SE
40
正
1.3
较大
2
SW
65
正
2.2
较大
3
SE
31
正
0.3
一般
4
SW
49
正
0.3
一般
5
NW
67
正
2.0
较大
6
SE
45
正
0.24
一般
7
SE
38
正
2.9
较大
8
SE
38
逆
1.3
一般
9
SE
69
正
0.25
较大
二、褶曲情况以及对回采的影响
工作面靠上巷附近有一短轴背斜,受背斜轴影响断层裂隙发育,顶板破碎,应加强支护
三、其他因素对回采的影响
构造
名称
倾向
倾角
性质
落差及陷落柱范围
对回采的影响
1
陷
12
受陷落柱影响,顶板破碎,应加强支护
2
陷
18
受陷落柱影响,顶板破碎。
3
陷
13
岩性杂乱,主要为上部煤层及砂岩。
4
陷
14
岩性杂乱,主要为上部煤层及砂岩、砾石。
5
陷
60
岩性杂乱,主要为上部煤层及砂岩。
第五节水文地质
一、含水层(顶部和底部)分析:
主要为煤层上部砂岩裂隙水、石盒子组裂隙水,山西组裂隙水、太原组裂隙水。
二、其他水源分析
在工作面内有两个钻孔D506、D336。
钻孔水可能进入工作面;地面有瓦窑沟,沟内平时无水,雨天有山洪水流过,地面水可通过裂隙进入井下。
三、涌水量
正常涌水量:
75m3/h。
最大涌水量:
95m3/h。
第六节影响回采的其他地质情况
影响回采的其他地质情况(表5)
表5影响回采的其他地质情况
瓦斯
低瓦斯矿井,平均瓦斯涌出量在2m3/min以下
CO2
低CO2矿井
煤的自然倾向性
有
地温危害
无
冲击地压危害
无
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量:
614276t。
工作面可采储量:
608008t。
二、工作面服务年限
工作面服务年限=608008/70200=8.7(月)。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面回风顺槽
1、支护形式。
回风顺槽沿煤层底板掘进,巷道采用锚杆、锚索联合支护,顶板布置5棵Φ18×2000mm螺纹锚杆,锚索采用Φ15.24×6000mm锚索,排距2000mm,2-1-2布置,锚索布置在两排锚杆的中间;两帮各布置2棵Φ16×1500mm玻璃钢锚杆支护;间、排距1350mm×1000mm。
2、巷道净断面。
矩形断面,掘进断面:
宽×高=4.6m×2.8m,断面积12.88㎡
3、管线铺设。
靠右帮铺设ф4英寸排水管路,ф2英寸防尘管路。
4、巷道用途。
工作面的回风、行人。
二、皮带顺槽:
1、支护形式。
回风顺槽沿煤层底板掘进,巷道采用锚杆、锚索联合支护,顶板布置5棵Φ18×2000mm螺纹锚杆,锚索采用Φ15.24×6000mm锚索,排距2000mm,2-1-2布置,锚索布置在两排锚杆的中间;两帮各布置2棵Φ16×1500mm玻璃钢锚杆支护;间、排距1350mm×1000mm。
2、巷道净断面。
矩形断面,掘进断面:
宽×高=4.6m×2.65m,断面积12.19㎡
3、管线铺设。
靠右帮铺设ф2英寸排水管路,ф3英寸防尘管路,ф3英寸压风管路。
4、巷道用途。
工作面的运输、行人。
三、采煤工作面开切眼:
支护形式。
切眼位于8101工作面最顶部,沿煤层底板掘进,为矩形巷道。
巷道采用锚杆、锚索联合支护。
第二节采煤工艺
一、采煤方式
8101工作面采用单一倾向长壁后退式采煤法,全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤工作面。
1.工艺顺序:
双滚筒采煤机割煤→刮板输送机运煤→液压支架支护顶板→推移刮板输送机。
在顶板破碎时先移架再推移刮板输送机。
2.落煤:
采用采煤机螺旋滚筒截割落煤,滚筒截深800㎜。
3.装煤:
采煤机螺旋滚筒配合SGZ-764/500刮板输送机铲煤板装煤。
4.运煤:
工作面采用SGZ-764/500刮板输送机,皮带顺槽采用一部SZZ800/250转载机,一部DJS100/50×110×X带式输送机。
5.工作面支护:
最大采高2.0m,最小采高1.2m,平均1.6m,循环进度0.8m。
二、采煤方法
1.采煤机的进刀方式。
采煤机的进刀采用端部割三角煤斜切进刀的方式,斜切进刀段长度不小于30m,进刀深度为0.8m。
2.采煤机正常割煤。
正常割煤长度162m,采煤机以2.0~4.5m/min的速度向上(下)割煤,采煤机正常割煤时,割煤方向的前滚筒在上部,后滚筒在下部的方式。
3.斜切进刀时采煤机运行速度不得超过3m/min,正常割煤时采煤机的运行速度不得超过4.5m/min。
4.工作面割煤及采煤机牵引方式。
工作面采用双向割煤,往返二刀;采煤机牵引方式为无链变频电牵引。
5.附图2:
采煤机进刀方式示意图。
三、工作面正规循环生产能力
W=LShrc=192×0.8×1.6×1.31×97﹪=312t/循环
式中W---工作面正规生产能力,t;
L---工作面长度,192m;
S---工作面循环进尺,0.8m,
h---工作面采高,1.6m;
r---煤的视密度,1.31t/m3;
c---采出率,97﹪。
四、工作面生产能力计算:
(1)、每割一刀煤所需时间:
=84(min)
式中:
k1——每刀辅助时间系数,取1.3;
——工作面长度,192m;
——缺口长度,30m;
——采煤机实际运行的平均牵引速度,4m/min;
——做出口时间,取30min。
(2)、日正规循环数:
=10(刀)
式中:
——检修时间,4h;
——事故影响系数,取0.3。
(3)、日生产能力:
Q=N×L×S×M×r×C
=10×192×0.8×1.6×1.31×97%
=3120(t)
式中:
L——工作面长度,192m;
S——采煤机截深,0.8m;
M——平均采高,1.6m;
r——煤的容重,1.31t/m³;
C——工作面回采率,97%。
(4)、月产量:
3120×30×75%=70200(t)
P——正规循环率,75%。
第三节设备配置
一、设备配备情况
1、选用MG250/560-WD采煤机一台,主要技术参数如下。
采高1.2—2.4M
生产能力500吨/小时
牵引速度0-6M/分
装机功率560千瓦
滚筒水平中心距9.37M
采煤机高度860毫M
有效截深800毫M
用水量250升/分钟
2、过渡液压支架的主要技术特征如下。
支架型号ZG4000/13/28
支护高度1300—2800mm
支架中心距1500mm
初撑力3091(P=31.5MPa)KN
工作阻力4000(P=40.8MPa)KN
支护强度0.53-0.64MPa
3、基本液压支架主要技术特征。
支架型号ZY4000/11/25
支护高度1100—2500mm
支架中心距1500mm
初撑力3091(P=31.5MPa)KN
工作阻力4000(P=40.8MPa)KN
支护强度0.53-0.64Mpa
支架对底板比压1.41-1.69Mpa
适应煤层倾角≤10º
推溜力306KN
移架力484KN
操作方式邻架操作
自移步距900mm
泵站压力31.5Mpa
4、端头液压支架的主要技术特征如下。
支架型号ZG4000/20/40
支护高度2000—4000mm
工作阻力4000(P=40.8MPa)KN
支护强度0.70MPa
5、工作面刮板输送机一部,其主要技术参数如下。
电机功率250/125KW×2
工作电压1140v
长度192m
链类型2-Ф34×126双中链
冷却水量≥1.5m3/h
冷却水压<3Mpa
输送量900t/h
刮板速度1.32m/s
链中心距200
6、转载机一部,其主要技术参数如下。
功率250KW
运输能力1200t/h
链中心距200
链速1.83m/s
链类型2-Ф34×126双中链
长度50m
转载机前移方式迈步自移
迈步自移行程950mm
爬坡角度10°
爬坡高度1.292m
冷却方式水冷却
电压1140V
7、破碎机一部,其主要技术参数如下,
型号PLM2000
功率160KW
破碎能力2000t/h
电压1140V
破碎形式轮式
破碎传动方式电机+液力偶合器+减速器
最大入料尺寸1000×900mm
最大出料粒度210~300mm
喷雾水压<6Mpa
8、可伸缩带式输送机一部,其主要技术参数如下。
型号DJS100/50/2×110×X
适用输送带宽度1000mm
运输能力500吨/小时
运输速度2M/秒
额定功率2×110KW
8、工作面设备布置示意图(附图3)
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
支架选型
1、工作面支架设计
支架支护高度计算 单位:
m
Hmax≥Mmax+0.2=1.8+0.2=2.0m
Hmin≤Mmin-0.3=1.5-0.3=1.2m
式中:
Hmax----支架最大高度 Mmax----工作面最大采高
Hmin----支架最小高度 Mmin----工作面最小采高
由计算可知:
选择ZY4000-1.1/2.5支架,其支护高度为1.1—2.5m,架型合理。
乳化液配比浓度:
3-5%
泵站压力:
31.5MPa
矿压计算
(1)顶板压力
P=mrk1k2/k-1
=2.0×2.5×1.3×1.1/1.5-1
=13T/m2
式中:
P----顶板压力
k----碎胀系数
m----最大采高2.0M
r----顶板冒落高度范围内的平均容重2.5T/m3
k1----动载系数1.3—1.6
k2----悬顶片帮系数K2=L1+L2+L3/L1
L1----最大控顶距4.82M
L2----平均全工作面悬顶距离0.2M
L3----平均全工作面片帮深度0.3M
(2)工作阻力:
F=PS=13×(1.5×4.82)=94(t/架)
式中:
P----顶板压力
S----每台支架支护面积(S=支架中心×最大控顶距)
(3)安全系数:
N=Q/F=400/94=4.2>2
式中:
Q----支架额定工作阻力,t
通过计算可知,支架的工作阻力符合要求。
8101工作面选用ZY4000/11/25型支架124架,ZG4000/13/28过渡支架4架,ZG4000/20/40端头支架2架。
从皮带顺槽到回风顺槽依次编号为1~130号支架。
二、乳化液泵站
(一)泵站选型、数量
浮化液泵型号为BRW200/31.5,数量为3台;浮化液箱一台;输液管路选用ф32高压胶管,耐压40Mpa以上。
主要技术特参数如下:
浮化液泵型号BRW315/31.5
电机功率200KW
电机电压1140v
公称压力31.5Mpa
公称流量315L/min
(二)泵站设置位置
泵站安设:
在皮带顺槽、距工作面180m左右。
(三)泵站使用规定
1.卸载阀整定值为30Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。
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.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。
第二节工作面顶板控制
工作面安装ZY4000/11/25型掩护式支架124台,过渡支架ZG4000/13/28型4台,端头液压支架ZG4000/20/40型2台,对顶板实行全部垮落法控制。
最小控顶距为4.02m,最大控顶距为4.82m。
一、正常生产时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后,先移支架,再移输送机,即割煤-移架-移输送机;采用带压擦顶移架方式移架,正常移架要滞后采煤机后滚筒3~5架,不得超过6架。
顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架,即发现片帮严重时,不等采煤机割煤,就进行移架,然后再进行其他操作,工艺为移架-割煤-移输送机。
移架步距为0.8。
支护要求如下:
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、两畅通”的质量要求。
2.加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24Mpa。
3.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6m,防止长时间空顶。
4.工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并升实支架。
5.工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架;否则,要及时调整。
6.端面距保持在50—340mm之间。
二、特殊时期的顶板控制
(一)来压及停采前的顶板控制
1.工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2.工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报。
3.8101工作面基本顶初次来压步距为20m-40m,当工作面推进到40m时,基本顶还没有垮落,将采区强制放顶方式,届时编制专项措施。
4.工作面支架初撑力不低于24Mpa,回风顺槽、皮带顺槽所有单体柱初撑力不低11.5Mpa;特别注意工作面中部、两端头支架的初撑力及支架状态,确保整体支护强度,预防冒顶。
5.工作面停采前时要编制停采措施,加强顶板控制。
(二)过断层、陷落柱及顶板破碎时的顶板控制
根据地质资料分析,本工作面共揭露大小断层9条,陷落柱5个,必须加强过断层、陷落柱回采时的顶板控制工作,要控制好采高,断层处、陷落柱处的支架要保证达到初撑力(不小于24Mpa),届时必须编写有针对性的补充措施。
当工作面局部地段片帮超过0.6m时,可超前采煤机移架,及时支护顶板;在顶板破碎的地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,要带压移架。
第三节回风顺槽、皮带顺槽及端头顶板控制
一、工作面回风顺槽、皮带顺槽的顶板控制
1.支护要求:
工作面回风顺槽、皮带顺槽的超前支护均采用单体液压支柱(DZ)配合HDJB-1200型交接顶梁支护,支护距离不少于20m。
超前支护以外的巷道出现煤壁片帮时及时打点柱支护,顶板破碎扶棚铺笆支护。
回风顺槽、皮带顺槽超高段的超前支护采用架棚方式,届时另行编制专项措施。
2.支护材料及支柱密度:
工作面回风顺槽、皮带顺槽使用两排DZ25-25/100、DZ31.5-25/100、DZ35-25/100单体液压支柱与HDJB-1200型交接顶梁配套支护的超前均采用单体液压支柱配合HDJB-1200型交接顶梁支护。
皮带顺槽:
柱距1.2m,排距3.0m;回风顺槽:
柱距1.2m,排距2.4m。
行人道为0.8m。
表6单体液压支柱技术参数
型号
DZ25-25/100
DZ31.5-25/100
DZ35-25/100
最高高度/m
2.5
3.15
3.5
最小高度/mm
1800
2300
2700
额定工作阻力/KN
250
250
250
3.支护质量标准:
1)两巷单体液压支柱要打成一条直线,其偏差不得超过±100mm。
采用防倒绳或防倒杆,以防倒柱伤人。
2)支柱应支到实底上,并做到迎山有力(迎山角度为2°左右),支柱初撑力不小于90KN。
所有单体液压支柱三用阀方向一致,朝向采空区。
3)铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板。
4)两巷的高度不得低于1.8m,行人道宽度不得低于0.8m,单体支柱活柱行程不得低于200mm。
5)超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
二、工作面端头及安全出口的管理
1、正常工作面生产期间两端头支护形式:
端头支护采用端头支架配合单体液压支柱,在端头支架外侧、切顶线处支设一排密集支柱,排距不大于0.5m,与端头支柱的柱距为0.8m。
端头液压支柱排距0.8m,柱距1.0m。
端头单体液压支柱和密集支柱的排距为0.8m。
2、与其他工序之间的衔接关系:
端头支护的前移、支设应在端头支架移架完成并达到初撑力后方可进行。
皮带顺槽转载机尾到切顶线之间采取单体支柱与铰接梁配合支护,端头支柱的间距不大于0.8m。
三、支护材料的使用数量及存放管理
工作面皮带顺槽超前支护20m,需要34组计34棵端头支柱,34根HDJB-1200型交接顶梁;端头支护需14棵端头支柱,9根HDJB-1200型交接顶梁。
合计需要48棵端头支柱,43根HDJB-1200型交接顶梁。
回风顺槽皮带顺槽超前支护20m,需要34组计34棵端头支柱,34根HDJB-1200型交接顶梁;端头支护需17棵端头支柱,12根HDJB-1200型交接顶梁。
合计需要51棵端头支柱,46根HDJB-1200型交接顶梁。
1)支柱、顶梁要建帐统一管理,现场牌板与实物相符。
2)支柱、顶梁要码放整齐,损坏的柱、梁不得使用,及时更换升井。
3)按工作面正常使用量的10﹪准备备用支护材料,支护材料存放于超前支护外距工作面50~80m处,有1.0m以上宽度的行人道和必须的运输通道,专人负责并挂好标志牌。
4)附图4:
两巷超前支护示意图
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
8101工作面的矿压观测内容主要有:
支架阻力观测、两巷采取支护范围内端头要用支柱阻力观测,以及支护质量动态监测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,超前支承有力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性,工作面支护质量等井下定期分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
二、矿压观测方法
(一)工作面的矿压观测
工作面支架液压载荷工作阻力测定,在工作面内分布5点7条测线,在每条测线液压支架的支柱上安设一台GYD60支架压力传感器, GYD60支架压力传感器是一种能与多种煤矿安全监控系统配套使用的煤矿顶板压力监测设备。
能和国内外的各种监控系统配套使用,可实现矿压数据的实时不间断监测。
实时的将井下矿压数据上传到地面主机,地面软件将数据处理分析后使企业管理人员能及时的了解井下顶板的压力情况。
安设地点:
工作面10#支架、33#支架、62#支架、65#支架、68#支架、93#支架和120#支架。
(二)巷道的矿压观测
两巷的单体液压支柱的阻力观测采用单体测力计进行监测,检修班打完超前支护后由验收员对单体的初撑力进行测量,生产班验收员对端头计超前支护的单体初撑力进行测量记录。
四、支护质量监测
每旬由生产办不定期对工作面和两巷支护质量动态检查2次,对检查中存在的问题,由队负责人立即整改。
监测内容要包括支架的初撑力、煤壁片帮情况、断面距、采高、顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。
五、矿压观测时间要求
1.对工作面,整个生产期间都要进行矿压观测。
2.对两巷,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
一、运输设备计及运输方式
(一)运煤设备及装、转载方式
工作面采用双滚筒采煤机落煤,其螺旋滚筒配合工作面输送机前移配合装煤,落煤由工作面输送机送到SZZ800/250转载机、至DJS100/50×110×X带式输送机,至一采区集中带式输送机,经主井带式输送机,运至原煤仓。
工作面机头、机尾溢出的浮煤可通过人工将其装入输送机中。
(二)辅助运输设备及装、转载方式
工作面需用的材料、设备等物资,采用防爆胶轮车(Wqc3J)进行材料设备的运输,通过皮带顺槽或回风顺槽进入,运进和运出工作面。
(三)人员升入井方式
升、入井人员乘坐车辆为胶轮防爆车(WC2OR),并严格执行乘坐制度。
二、推移刮板输送机方式
采用支架推拉千斤顶推移工作面输送机,推移步距0.8m,推移刮板输送机距采煤机12~15m。
输送机弯曲度不得超过3°,推移刮板输送机时最小弯曲段不得小于15m,推移方向为自下(上)而上(下)顺序进行。
(一)采煤机向下(上)端正常割煤时,按照自上(下)的顺序,依次推移刮板输送机,距离至采煤机后滚筒20m。
(二)在采煤机向上(下)正常切入煤壁规定截深后,将工作面输送机按自下(上)的顺序推向煤壁,成一条直线。
(三)运煤路线
8101工作面→8101皮带顺槽→一采区集中皮带→主井带式输送机→原煤仓。
(四)
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