采矿工程课程设计11012冒煤工作面作业规程.docx
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采矿工程课程设计11012冒煤工作面作业规程
玉舍煤业公司(西井)
综采工作面作业规程
工作面名称:
11012冒煤综采工作面
总工程师:
副总工程师:
区长:
编制人:
施工单位:
综采工区
编制日期:
年月日
执行日期:
年月日
第一章概况…………………………………………………………4
第一节工作面位置及井上下关系………………………………4
第二节煤层………………………………………………………4
第三节煤层顶底板………………………………………………4
第四节地质构造…………………………………………………4
第五节水文地质…………………………………………………5
第六节影响回采的其它因素……………………………………5
第七节储量及服务年限…………………………………………5
第二章采煤方法……………………………………………………6
第一节巷道布置…………………………………………………6
第二节采煤工艺…………………………………………………7
第三节设备配置…………………………………………………8
第三章顶板管理……………………………………………………11
第一节支护设计…………………………………………………11
第二节工作面顶板控制…………………………………………11
第三节运输机巷、回风巷及端头顶板控制……………………12
第四节矿压观测…………………………………………………12
第四章生产系统……………………………………………………13
第一节运输………………………………………………………13
第二节“一通三防”与安全监控………………………………13
第三节排水………………………………………………………18
第四节供电………………………………………………………19
第五节通信照明…………………………………………………21
第五章劳动组织和主要经济技术指标……………………………21
第一节劳动组织…………………………………………………21
第二节作业循环…………………………………………………22
第三节主要技术经济指标………………………………………22
第六章煤质管理……………………………………………………23
第七章安全技术措施……………………………………………23
第一节一般规定………………………………………………23
第二节顶板…………………………………………………25
第三节防治水…………………………………………………26
第四节“一通三防”及安全监测…………………………27
第五节放炮…………………………………………………27
第六节运输…………………………………………………28
第七节机电…………………………………………………32
第八节其它…………………………………………………38
第八章灾害预防及避灾路线………………………………………39
附图:
1、11011综采工作面综合柱状图
2、11011综采工作面两巷超前支护示意图
3、11011综采工作面设备布置示意图
4、11011综采工作面监测监控及抽放系统图
5、11011采面照明、通讯系统图
6、11011综采工作面生产系统示意图
7、11011综采工作面避灾路线示意图
8、11011综采工作面供电系统图
9、11011综采工作面通风系统图
10、11011综采工作面采煤机斜切进刀示意图
11、11011综采工作面正规循环作业图表
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
11012冒煤综采工作面上为风氧化带,下至11012采空区,东至11区段专用回风石门,西至9勘探线。
采面走向长度458米,倾斜长度107米。
机巷最低标高+1836.412m,风巷最高标高+1891.095m,机、风巷平均高差44.53m。
11012冒煤风巷距离地标平均埋深为162.6m,11012冒煤机巷距离地标平均埋深为206.2m。
第二节煤层
煤层情况表
煤层厚度(m)
2.2
煤层结构
简单
煤层倾角(0)
26
开采煤层
K1-b
煤种
无烟煤
稳定程度
中
煤层情况
描述
本煤层厚度0~3.5m,一般2.2m平均2.2m,倾角21~29°。
主要半亮型,夹镜煤条带为主。
第三节煤层顶底板
顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
直接顶
粉砂岩、细粒砂岩
7.21~15.93
11.56
浅灰色条带,底部为0.2M炭质泥岩伪顶;属I-II类易冒落顶板
直接底
泥岩
2.0
含透镜状钙质结核
老底
沙质泥岩
2.0
浅灰色,层理明显
第四节、地质构造
根据巷道揭露情况,整个工作面地质构造较为简单,11012冒煤机巷A4-10测点前51米处与切眼
(1)处有一小断层,对回采有一定影响。
风巷A2-10测点往前12米处煤层开始分叉,直到A2-14测点前174米,会给回采带来一定难度。
第五节水文地质情况
本区水文地质情况较为简单,煤层顶、底板在采动影响范围内,局部以裂隙水形势出现,掘进前已对采面往上20米范围内施工过探水孔,多为淋水或少量渗水,一般经数天后水量变小。
采面埋深较浅,上部多为风化裂隙带,水量小,对回采影响不大。
第六节影响回采的其它因素
煤尘及瓦斯情况:
瓦斯
高瓦斯、煤与瓦斯突出煤层
煤尘爆炸指数
具有煤尘爆炸危险性。
煤的自燃倾向性
不具有煤尘自然发火倾向性。
地温危害
根据地质报告提供地温无异常。
第七节储量及服务年限
煤层厚度、倾角、可采储量表
储量计算
工作面编号
走向长(m)
倾向长(m)
倾角(0)
斜面积(m2)
煤厚(m)
容重t/m3
工业储量(万t)
回采率(%)
可采储量(万t)
11012
冒煤
458
107
26
49006
2.2
1.5
17.4
95
16.5
服务年限:
165000÷36228.06=4.55个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
1、工作面巷道布置
工作面机、风巷为走向布置,切眼为倾向布置,沿煤层掘进,机巷最低标高+1836.412m,风巷最高标高+1891.095m,机、风巷平均高差44.53m。
工作面上至11012冒煤风巷,下至11012冒煤机巷,西至11012冒煤边切眼,东至11区段专用回风石门,11012冒煤机巷为机轨合一布置。
2、巷道断面及支护形式
(1)机巷
斜梯形断面,净宽420Omm,矮帮高2500mm,净断面积15.06m2,采用W型钢带及钢筋梯、φ20×2500mm左旋螺纹锚杆、菱形网及锚索联合支护,锚杆间排距为800×800mm,锚索φ15.24mm×7000mm,间排距1600×2400mm。
(2)风巷
斜梯形断面,宽420Omm,矮帮高2500mm,净断面积15.06m2,采用W型钢带及钢筋梯、φ20×2500mm左旋螺纹锚杆、菱形网及锚索联合支护,锚杆间排距为800×800mm,锚索φ15.24mm×7000mm,间排距1600×2400mm。
机、风巷个别段遇顶板破碎或构造带时,采用25型U型拱架支护,净高3240mm,净宽4200mm。
(3)切眼
矩形断面,净宽6000mm,净高2500mm,净断面积15m2,采用钢筋梯、φ20×2500mm左旋螺纹锚杆、菱形网及锚索联合支护,锚杆间排距为800×800mm,锚索φ15.24mm×7000mm,间排距1600×2400mm。
第二节回采工艺
(一)采煤方法
工作面采用走向长壁后退式采煤法,综合机械化采煤。
1、采煤机进刀采用机头(机尾)斜切进刀方式,斜切进刀长度为20m,进刀深度为0.6m。
(1)采煤机向上(下)割透端头煤壁。
(2)按上(下)推移刮板运输机,煤机割透上(下)端头后,将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,滚筒全部进入煤壁后(截深0.6m),推移刮板运输机至平直状态。
(3)将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)割三角煤至割透端头煤壁。
(4)割完三角煤后,将两个滚筒的位置调换,空机返回进入正常割煤状态。
(附煤机进刀示意图)
2、采煤机正常割煤采用前滚筒在上部,后滚筒在下部的方式。
(二)回采工艺
1、工序
割煤→移架→推溜
2、工艺说明
割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头斜切进刀,进刀长度不小于20m,截深0.6m。
3、采高:
2.2米。
4、工艺要求
(1)割煤
割煤方式为双向割煤,螺旋滚筒自动装煤,人工清浮煤。
割煤时,必须保证顶底板平整,煤壁齐直,不得出现留伞檐现象。
(2)移架
采用及时移架支护方式,追机作业,移架滞后煤机后滚筒3~5m,移架步距0.6m。
(3)推溜
在移架后按顺序推移刮板输送机,推溜滞后移架10~15m,其弯曲段长度不得小于15m,推移步距0.6m。
推溜时必须依次顺序进行,严禁相向操作。
推溜后,溜子必须保证平、直。
三、工作面循环生产能力
Q循=面长×煤厚×容重×回采率×循环进度
=107×2.2×1.5×0.95×0.6
=201.267(t)
第三节设备配置
(一)液压支架
1、中部支架
型号ZY3400/1.15/27
工作阻力3400KN
支护强度0.517-0.58Mpa
底板比压0.34-1.50Mpa
最小支撑高度1150mm
最大支撑高度2700mm
中心距1500mm
2、端头支架
型号ZYP3800/1.2/28
工作阻力3800KN
支护强度0.517-0.58Mpa
底板比压0.34-1.50Mpa
最小支撑高度1200mm
最大支撑高度2800mm
中心距1500mm
(二)采煤机
型号MG200/500-AWD
截深0.63m
电机功率2×200+2×40+7.5KW
最大牵引速度12.8m/min
滚筒直径1400mm
(三)刮板输送机
型号SGZ730/400
链速0.93m/s
运输能力400t/h
电机功率2×200KW
(四)转载机
型号SZZ730/160
链速1.33m/s
运输能力900t/h
电机功率160KW
(五)可缩胶带输送机
型号DSJ-800/50/2×75
带宽800mm
电机功率2×75KW
运输能力400t/h
带速2m/s
(六)乳化液泵
型号BRW-315/31.5
流量315L/min
压力31.5MPa
工作液3~5%乳化液
配套液箱RX400/25
数量两泵一箱
(七)破碎机
型号PCM110
电机功率110KW
破碎能力1000t/h
第三章顶板管理
第一节支护设计
根据该工作面顶底板性质及煤层赋存情况,运输机巷及回风巷采用斜梯形断面,净宽420Omm,矮帮高2500mm,净断面积15.06m2,采用W钢带及钢筋梯、φ20×2500mm左旋螺纹锚杆、菱形网及锚索联合支护,锚杆间排距为800×800mm,锚索φ15.24mm×7000mm,间排距1600×2400mm。
遇顶板破碎或过构造带时,采用25型U型棚对巷道进行支护,净高3240mm,净宽4200mm。
切眼为矩形断面,净宽6000mm,净高2500mm,净断面积15m2,采用钢筋梯、φ20×2500mm左旋螺纹锚杆、菱形网及锚索联合支护,锚杆间排距为800×800mm,锚索φ15.24mm×7000mm,间排距1600×2400mm。
工作面选用ZY3400/1.15/27型支架进行支护,支架工作阻力为3400KN,支护强度为0.517-0.58Mpa,底板比压为0.34-1.50Mpa,据已使用情况能满足要求。
第二节工作面顶板管理
工作面安装ZY3400/1.15/27型支架68架,ZYP3800/1.2/28型排头支架4架(机头2架、机尾2架),割煤后立即支护顶板。
采空区采用全部垮落法管理顶板。
最小控顶距3.685m,最大控顶距4.285m。
一、正常生产时期顶板支护方式
采用追机移架方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后,先移架,再移运输机,即割煤--移架--移运输机;采用带压擦顶移架的方式移架,正常架滞后采煤机后滚筒3~5架。
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、加强支架的支护强度,确保支护质量,泵站压力不得小于30MPa,支架初撑力不小于26MPa。
3、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并升实支架。
4、工作面支架严禁歪斜和咬架、挤架。
否则,要及时调整。
二、特殊时期的顶板控制
(一)来压及停采前的顶板控制
1、工作面初次来压前必须编制专门安全措施。
2、工作面初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报。
3、工作面支架初撑力不小于26MPa。
机巷、风巷单体柱初撑力不低于90KN。
4、加强上、下端头顶板控制,在机、风巷切顶线打一排切顶柱,柱距0.5m。
5、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板控制。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制
根据地质资料分析,11012冒煤机巷A4-10测点前51米处与切眼I处有一小断层,落差小于2米,但对回采会有一定影响;机、风巷多处顶板破碎,也将给回采增加难度。
在过断层、顶板破碎时要紧跟前滚筒移架,移架步距为0.6米。
若出现支架未接顶,要及时用背木接顶背实。
第三节机、风巷及端头顶板管理
1、运输机巷及回风巷距工作面煤壁20m范围内,使用DW28-25/100型、DW31.5-20/100型及DW35-20/100型单体支柱(DW28-25/100型单体支柱打靠下帮,DW35-20/100型单体支柱打靠上帮)配合HJB1200/300型铰接顶梁“一梁一柱”超前支护,支柱间距1200mm,排距2000mm,其中前10m双排,后10m单排。
2、端头密集切顶柱距500mm,端头切顶线与1#支架立柱齐,不得超前,滞后距离不得超过1#支架尾梁。
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±100㎜。
采用防倒绳固定。
(2)支设单体柱时,要先检查单体柱的完好情况,严禁使用失效单体柱,升柱时,要缓慢供液、加压,严禁用力过猛,单体支柱需打在实底上,柱窝200mm,支柱必须接顶可靠,做到迎山有力,支柱初撑力不小于90KN。
(3)铰接顶梁之间要用销子联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木料接实。
所有单体柱三用阀方向一致,朝向采空区。
(4)挂铰接顶梁必须两人协调配合进行,圆销、楔子均用锤子打紧。
(5)回出的工字钢、单体支柱、铰接顶梁等及时运出,摆放整齐。
(6)支护用品必须完好,损坏的单体液压支柱和铰接顶梁等支护用品应及时更换。
(7)需用脚手架作业时,脚手架必须垫平,保证牢固可靠。
(8)所用单体支柱必须适应巷道高度要求,当顶板移近量增大,单体柱活柱行程压缩到200mm以下时,必须更换短单体柱。
(9)及时回撤两顺槽锚网支护的锚杆托盘、螺帽,以有利于采空区顶板垮落。
(10)撤出两巷锚网支护的锚杆托盘、螺帽前,应先检查撤出工作范围内的顶板是否稳定,支护是否可靠,如有问题要及时处理。
撤出人员必须站在斜上方有可靠支护的顶板下作业,以防在撤出过程中锚杆托盘、螺帽掉落伤人。
(11)两巷锚网支护的锚杆托盘和螺帽,超前切顶线一排撤出,不得超前或滞后。
操作人员严禁进入采空区作业。
并时刻观察好采空区的顶板情况,防止顶板垮落冲矸伤人。
(12)两巷超前支护20m范围高度不低于1.8m,并有不少于0.7m人行道。
第四节矿压观测
一、观测内容:
支架阻力观测及支护质量动态观测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征,支架受力特点等进行定期分析。
二、观测方法:
工作面每5架支架安装一块压力表,操作支架时必须将支架升实,保证支架的初撑力,验收员对支架初撑力情况进行监测记录。
三、支护质量监测:
每旬由生产技术部不定期对工作面质量动态进行检查,存在的问题由施工单位及时整改。
四、矿压观测时间要求:
对工作面,整个生产期间都要进行矿压观测和支护质量监测。
第四章生产系统
第一节运输
1、运煤系统
11012冒煤工作面→11012冒煤运输机巷→11012冒煤运输下山→11012风巷→11012中部上山→11012机巷→溜煤眼→11区段轨道石门→主井→地面。
2、运料系统
(1)回风巷
地面←→副井←→上车场←→11区段进风石门←→11012冒煤回风下山
(1)←→11012冒煤回风下山
(2)←→11012冒煤风巷。
(2)运输机巷
地面←→副井←→上车场←→11区段进风石门←→11012风巷←→11012冒煤运输下山←→11012冒煤机巷
第二节压风
一、压风自救装置
(1)压风自救装置安装在回采工作面顺槽内的压缩空气管道上。
(2)压风自救装置应该设置在工作面进、回风巷道内,每间隔50米安设一组压风自救装置,第一组距离采面不得超过40米。
(3)每组压风自救装置可供5~8人同时使用,压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min。
二、压风系统
(1)风巷
地面压风机房←→主(副)井←→中车场←→11区段轨道石门←→11012机巷←→11012中部上山←→11012风巷←→11区段进风石门←→11012冒煤回风下山
(1)←→11012冒煤回风下山
(2)←→11012冒煤风巷。
(2)机巷
地面压风机房←→主(副)井←→中车场←→11区段轨道石门←→11012机巷←→11012中部上山←→11012风巷←→11012冒煤运输下山←→11012冒煤机巷。
第三节供水
一、供水管路
(1)供水管路由地面接至工作面。
(2)供水管路每隔50m留设一个三通阀门。
二、防尘供水
(1)风巷
地面→副井→上车场→11区段进风石门→11012冒煤回风下山
(1)→11012冒煤回风下山
(2)→11012冒煤风巷。
(2)机巷
地面→副井→上车场→11区段进风石门→11012风巷→11012冒煤运输下山→11012冒煤机巷。
(附11012冒煤采面生产示意图)
第四节排水
(一)排水方式
运输机巷及风巷均采用水泵排水。
(二)排水路线
11012冒煤风巷:
11012冒煤风巷→11012冒煤回风下山
(2)→11012冒煤回风下山
(1)→11区段进风石门→回风斜井→11区段水仓经主排水泵抽至地面。
11012冒煤机巷:
11012冒煤机巷→11区段进风石门→回风斜井→11区段水仓经主排水泵抽至地面。
(附11012冒煤采面排水系统示意图)
第五节通风系统
一、通风系统
11012冒煤综采工作面采用上行通风,采用机巷进风、风巷回风的“U”型通风方式,其通风路线为:
主(副)井→11区段中车场→11区段轨道石门→11012轨道上山→11012机巷→11012中部上山→11012风巷→11012冒煤机巷→11012冒煤综采工作面→11012冒煤风巷→11区段专用回风石门→1118W风巷→1118W回风绕道→回风斜井→地面,具有独立可靠的通风系统(附11012冒煤采面通风系统示意图)。
二、工作面风量计算
根据《煤矿安全规程》执行办法中的风量计算细则:
(1)按瓦斯涌出量验算:
Q=100q采K采
式中:
q采—回采工作面瓦斯绝对涌出量。
取q采=8.29m3/min
K采——回采工作面通风系数,取K采=1.2
则Q=100×8.29×1.2=995m3/min
(2)按工作面最多工作人数计算
Q﹥4N
式中:
N——采煤工作面同时工作的最多人数,取N=35人
则Q﹥4×35=140m3/min
(3)按工作面温度选择适宜的风速计算
Q=60×v采×s采
v采——采煤工作面风速,取2m/s
s采——采煤工作面平均断面,取10.5m2
Q=60×2×10.5=1260m3/min
(4)按风速进行校验
按最低风速验算:
采面的最低风量Q采≥0.25×60×10.5=158m3/min
按最高风速验算:
采面的最高风量Q采≤4×60×10.5=2520m3/min
通过验算风量1260m3/min能满足采面用风要求。
根据以上风量计算结果,取最大值,即11012冒煤综采工作面的配风量为1260m3/min。
工作面生产期间,应根据工作面瓦斯涌出量变化及时调整工作面配风量。
三、防突风门的设置
(1)防突风门设置在11区段进风石门,即11012冒煤回风下山
(1)口两侧各一组,冒煤运输小下山内一组,以控制突出时瓦斯能沿回风通道流入回风系统。
(2)防突风门的设置每组不得少于两道风门,且必须牢固可靠,风门墙垛必须用石料或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定,但不得少于200mm米,墙垛厚度不得小于800mm,门框和门可采用坚实木质结构,门框厚度不得小于100mm,风门厚度不得小于50mm,每道门扇应在其反面横向设置有三块铁扁担,铁扁担采用40mm×400mm的角钢,两道风门之间的距离不得小于4m。
每道防突风门反向门都必须由牢固的底坎。
过车的底坎高度以不影响通车为限;不过车的风门,其底坎要求在反向风门关闭后能将其抵牢。
(3)通过反向风门墙垛的风筒,必须设有逆向隔断装置。
(4)防突风门必须安设闭锁装置和风门开关传感器。
(5)特殊情况需要放炮,则在每次放炮之前,用沙袋将反向风门下水沟堵严实。
第六节监测监控系统
1、加强对矿井安全监控系统的安装、调试和管理,保证矿井安全监控系统正常运行。
2、传感器的种类、数量、位置,控制电缆的安设、控制区域符合《规程》规定。
3、加强安全检测监控系统的管理,并由通风工区检测组人员对传感器定期进行调试、校正,每七天必须对甲烷超限断电功能进行测试,保证数据的准确上传。
4、保证监测监控系统的正常运转,每天必须有专人检查和维护检测传感器,并保证检测到位。
5、瓦斯检测分站、瓦斯传感器的安装位置及断电范围
(1)采煤工作面瓦斯检测传感器T1安设在距离工作面煤壁10m的回风巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道两帮不得小于200mm。
其报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度为<1.0%CH4,断电范围为工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(2)采煤工作面回风流瓦斯检测传感器T2、CO传感器、温度传感器及风速传感器安设在采面回风巷距风口10---15m的巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道两帮不得小于200mm。
其报警浓度为≥1.0%CH4,断电浓度为≥1.0%CH4,复电浓度为<1.0%CH4,断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(3)采煤工作面进风巷瓦斯监测传感器T3,安设在采面下出口往外10---15m巷道上方风流稳定的位置,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道两帮不得小于200mm。
其报警浓度为≥0.5%CH4,断电浓度为≥0.5%CH4,复电浓度为<0.5%CH4,断电范围为采煤工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
(4)11
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