3106上分层综采工作面作业规.docx
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3106上分层综采工作面作业规
目录
第一章概况
1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节煤层1
第三节煤层顶底板1
第四节水文地质2
第五节影响回采的其他因素2
第六节储量及服务年限3
第二章采煤方法3
第一节巷道布置3
第二节采煤工艺4
一、采煤方法4
二、采煤工艺4
三、工作面正规循环生产能力5
第三节主要设备配置6
第三章顶板控制6
第一节支护设计6
一、工作面支架布置形式及支架说明书6
二、支架说明书6
三、支架选型及支护强度验算7
第二节工作面顶板控制8
一、正常工作时期顶板支护方式8
二、正常工作时期的特殊支护形式8
三、特殊时期的顶板控制9
第三节机头(尾)及进(回)风巷的顶板管理9
一、机头9
二、进风巷超前支护9
三、机尾10
四、回风巷超前支护10
第四节矿压观测11
一、矿压观测内容11
二、矿压观测方法11
第四章生产系统11
第一节运输11
一、运煤系统11
二、运料系统11
第二节通风系统11
第三节抽放系统13
一、工作面抽放14
二、采空区抽放14
第四节安全监控系统14
一、甲烷传感器的设置14
二、一氧化碳传感器的设置:
15
三、烟雾传感器的设置:
15
四、风速传感器的设置:
15
第五节区域综合防突技术措施15
一、区域防突措施实施情况:
15
二、局部防突措施:
16
三、其它安全措施19
第六节排水系统20
第七节供水及防尘洒水系统20
第八节供电系统21
第九节通信、照明系统22
第五章劳动组织及主要技术经济指标22
第一节劳动组织22
第二节主要技术经济指标23
第六章安全技术措施24
第一节一般规定24
第二节避灾路线及安全措施24
一、发生水灾的避灾路线及安全措施24
二、发生大面积冒顶事故避灾路线和预防及处理冒顶措施24
三、各岗位人员安全注意事项26
四、工程质量标准28
五、防片帮措施28
六、使用单体液压支柱的安全措施29
七、爆破的安全措施29
八、运料安全措施30
九、处理工作面刮板运输机上窜下滑措施30
十、替棚的安全措施30
十一、防止倒架、歪架、死架的措施31
十二、处理歪架、倒架、死架的措施31
十三、打备口安全措施31
十四、人员进入煤帮侧作业的安全措施32
十五、回柱放顶措施:
33
十六、端头支护的安全措施33
十七、拉转载机安全措施33
十八、行人安全措施34
十九、防火的安全措施34
二十、防尘措施35
二十一、防瓦斯措施35
二十二、抽放及闭墙管理措施36
二十三、过特殊构造的安全技术措施36
二十四、顺槽退锚的安全技术措施36
二十五、过钻场支护安全技术措施37
二十六、防治水措施:
37
二十七、其它38
第七章灾害应急措施38
第八章附件38
3106上分层综采工作面回采作业规程
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见表1。
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
+360水平
采区名称
1采区
地面标高/m
630-720
井下标高/m
295~270
地面相对位置
工作面对应地表,位于黄鹿坡南面,桃凹东面
回采对地面设施的影响
回采对地面设施无影响
井下位置及与四邻关系
与四邻位置
3106上分层回采工作面位于井下轨道大巷以南,10#至13#联络巷之间3106工作面北侧为三条开拓大巷,西侧为3104上分层采空区留有20m煤柱,其余周边均为实体煤。
走向长度/m
850
倾斜长度/m
160
面积/m3
136000
第二节煤层
煤层赋存情况见2.
表2煤层赋存表
煤层厚度/m
5.15
煤层结构
简单
煤层倾角/(∘)
3~15
开采煤层
3号煤
煤种
无烟煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
本工作面开采二叠系下统山西组三号煤上分层,煤层结构简单,煤层倾角3°—15。
第三节煤层顶底板
3号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩,少数为细粒砂岩。
顶板中见闭合隙面平坦的水平裂隙及斜交裂隙,大部分未充填,少量裂隙面见方解石及黄铁矿薄膜,3号煤层底板为泥岩、砂质泥岩,少数为粉砂岩、细粒砂岩等,底板中见垂直裂隙,大多数闭合未充填,少量裂隙面粗糙见方解石薄膜。
具体情况见表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
老顶
泥岩、砂质泥岩,细、中粒砂岩
平均厚度16.12m
见大量植物化石,局部含薄煤层,
直接顶
粉砂岩、泥岩,
平均厚度3.8m
灰色,产植物化石碎片,含菱铁质结核
伪顶
泥岩
0.1—0.3m
灰黑色,质软,随采脱落,局部不存在
直接底
深灰黑色泥岩
平均厚度3.91m
见少量植物化石碎片,含菱铁质结核,
基本底
中、细粒砂岩
平均厚度1.08m
灰—灰白色,薄层状或中厚层状,含炭质或暗色矿物,具交错层理,夹泥岩包体,时相变为中粒砂岩或粉砂岩
附图一;综合柱状图
第四节水文地质
一、含水层分析
3号煤层直接充水含水层为3号煤层顶板砂岩裂隙含水层,弱富水性,预计在回采时会有少量淋水,对生产影响不大。
二、涌水量
预计正常涌水量;0.5m3/h,最大涌水量;1.0m3/h。
第五节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况(表4)
表4影响回采的其他地质情况表
瓦斯
本矿为突出矿井,预计本工作面瓦斯相对涌出量为2.5m3/t,回采过程中要加强管理。
二氧化碳
无影响
煤尘爆炸指数
无爆炸危险性,无影响
煤的自然倾向性
不易自然,无影响
地温
属正常地温,无影响
二、冲击地压和压力集中区
无冲击地压和应力集中区。
三、地质部门的建议
要及时观测工作面及两巷顶板围岩的变化,发现顶板破碎严重要及时加强支护。
第六节储量及服务年限
一、储量
1.工作面工业储量;
走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度=800×160×2.6×1.45=482560t
2.工作面可采储量;
工业储量×采出率=482560×97%=468083t
二、工作面服务期限
可采储量/设计月产量=468083t/(100035t/月)=4.7月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区巷道布置概况
3106回采工作面共布置4条巷道为:
轨道顺槽、回风尾巷、胶带顺槽及胶带配巷全部沿煤层顶板布置。
二、工作面运输巷
工作面胶带顺槽及胶带配巷:
胶带顺槽设计高为2.8m、宽为4.3m,断面12.04m2;胶带配巷设计高为2.5m、宽为3.0m,断面7.5m2,两巷均为矩形断面,采用锚网支护;胶带顺槽用于工作面进风、运煤及行人。
胶带配巷用于工作面进风。
三、工作面回风巷
工作面轨道顺槽及回风尾巷:
轨道顺槽设计高为2.8m、宽为3.8m,断面10.64m2;回风尾巷设计高为2.5m、宽为3.0m,断面7.5m2,两巷均为矩形断面,采用锚网支护;轨道顺槽用于工作面回风及辅助运输。
回风尾巷用于工作面专用回风巷。
四、工作面开切眼
工作面开切眼为矩形断面,设计高度为高2.8m,宽6m,断面为16.8m2,锚网索支护;用于安装支架、采煤设备及连接两巷,形成通风、生产系统。
附图二:
工作面及巷道布置图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
本工作面采用走向长壁分层铺底网全部跨落法后退式综合机械化采煤法。
二、采煤工艺
工艺过程:
割煤→移架→顶溜→联网→清煤
(一)割煤
采煤机在煤壁采用双向割煤方式,即采煤机在工作面往返一次割两刀煤。
在距采煤机上滚筒三个架时,应超前将该支架护壁板(前探梁)收回,以防滚筒割护壁板(前探梁)。
进刀方法:
采用端头斜切割三角煤进刀方式,上下缺口均由采煤机自开。
即当采煤机割透机头(尾)后,上滚筒降下,下滚筒升起,反向割煤至少35m进入直线段,移过机头(尾)的支架,推出溜子后,调整前后滚筒的高度,将机头(尾)的三角煤割透,开始下一个循环的割煤。
(二)移架
采煤机割煤后距采煤机后滚筒3-5个架开始移架,拉架后及时将前探梁伸出,超前支护工作面顶板。
移架时,降架量不宜过大,一般以50-100mm为宜,移架步距600mm,尽量做到少降快拉。
当顶板破碎时,必须及时超前拉架,拉架时采取带压拉架,拉架后要保证架平、严、直。
移架后必须及时升紧,保证达到初撑力。
拉架过程中,要注意调整支架,保证支架移过后成一直线,架间距均匀,支架顶梁与顶板接触严密,其直线偏差不超过±50mm,架间距离差不得超过±100mm。
支架顶梁的仰俯角不超过7°。
梁端距≤200mm,拉架后把手把打到零位。
(三)顶溜
支架移过后距采煤机后滚筒12-15m开始推溜。
推溜时,溜子弯曲度不得超过3°,在距采煤机后滚筒距离不足12m的情况下,严禁推溜,防止损坏采煤机,移机头时要闭锁溜子,移溜步距600mm,铲煤板距煤壁应保持150mm的距离,移溜后要保证溜子平、稳、直,并且将千斤手把打至零位。
(四)联网:
采用人工铺设底网,首先将尾梁的插板伸出,人员站在液压支架尾部尾梁下网兜处在距移架位置7——10架进行联网(6×1.65m菱形网)。
方法为网头和上一茬网用穿针相联,穿针沿网两边对穿,网的短边平行于工作面铺设;用螺旋网丝沿网的长边方向,在搭接旋转穿入,将两网联为一体。
底网要铺平拉紧;顺边搭接150mm,联结每75mm一扣,一扣三扭。
确保底网铺设质量。
若由于特殊原因造成网的长边不能搭接,要进行补网,补网时联单网。
网铺好后要随推进及时续接支架上网兜内的金属网,以保证正常循环推进的需要。
(五)清浮煤:
顶溜后清煤工在距顶溜处10m后顶过溜的地方开始清煤。
清煤工要站在支架底座与溜子挡煤板之间,面向机尾,时刻注意煤壁片帮,架间掉矸或溜子拉过大块、物料伤人,清煤后浮煤厚度2m2范围内平均厚度不得超过30mm。
附图三:
采煤机进刀方式示意图
三、工作面正规循环生产能力
3106工作面所采煤层为3#煤层上分层,采高为2.6±0.1m。
循环进度为0.6m,循环方式为昼夜多循环作业方式,日循环数为10个。
1、循环产量:
Q=L×T×H×r×K1=160×0.6×2.6×1.45×0.97=351t
2、日产量:
M=Q×a=351×10=3510t
3、月产量:
P=M×b×K2=3510×30×0.95=100035t
式中:
Q─循环产量,吨
M─日产量,吨
P─月产量,吨
L─工作面倾斜长度,160m(工作面净煤帮长度)
T─循环进度,0.6m
H─工作面采高2.6m
r─煤的容重1.45t/m3
K1─回采率97%
K2─月循环率95%
a─日循环个数10个
b─每月正常工作天数30天
第三节主要设备配置
工作面机械设备配备见表5
表5:
3106上分层工作面主要机电设备配置及技术参数表
设备名称
设备型号
功率
(kW)
单位
数量
备注
总量
其中
备用
双滚筒采煤机
MG200/500-AWD
500
台
1
可弯曲刮板输送机
SGZ-764/400
200×2
台
1
刮板转载机
SZZ-764/200
200
台
1
破碎机
PCM110
110
台
1
可伸缩带式输送机
DSJ100/90/2×160
320
台
1
乳化液泵站
MRB-200/31.5
125
台
2
乳化液箱
RX1600A
台
1
喷雾泵站
WP2-320/6.3
50
台
2
液压支架(中间架)
ZF4200/17.5/28
架
109
液压支架(过渡架)
ZFG4800/22/30
架
5
小绞车
JD-1.0
11.4
台
3
排水泵
BQS50-100/2-30/2
30
台
3
2
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支架布置形式及支架说明书
支架布置形式:
工作面采用ZF4200/17.5/28中间支架共109架,ZFG4800/22/30过渡支架5架(头3尾2),支架中心距1.5m,布置均匀,并保持呈一直线。
二、支架说明书
(1)支架型号:
ZF4200/17.5/28(中间架)
高度:
1750~2800mm
宽度:
1450mm
中心距:
1500mm
初撑力:
3958kN≈31.5MPaMPa=N/支架支柱的截面积(平方毫米)
工作阻力:
4200kN≈33.5MPa
支护强度:
0.683MPa
底板比压:
平均1.5Mpa
推溜力:
410KN
拉架力:
633KN
泵站压力:
31.5MPa
重量:
~14.2t
操作方式:
本架操作
(2)支架型号:
ZFG4800/22/30(过渡支架)
高度:
2200~3000mm
中心距:
1500mm
初撑力:
3958kN≈31.5MPa
工作阻力:
4800kN≈38.2MPa
支护强度:
0.711MPa
底板比压:
平均1.47Mpa
推溜力:
410KN
拉架力:
633KN
泵站压力:
31.5MPa
重量:
~16.5t
操作方式:
本架操作
三、支架选型及支护强度验算:
支护强度验算采用八倍采高顶板岩性支护强度的计算,上覆岩层所需的支护强度为:
P=Mrg×8=2.5×2.5×103×9.8×8
=490000(N/m2)≈0.5(MPa)
F1=8.M.s.r.g=8×2.5×6.16×2.5×103×9.8≈3018.4(KN)≈24.02MPa
q1=F1×80%≈2414.7(KN)≈19.2MPa
式中:
P——上覆岩层所需支护强度MPa
M——工作面最大采高2.5m
r——顶板岩石容重2.5×103kg/m3
S1——ZF4200/17.5/28支架最大支护面积,S1=6.16m2
g——常数,g=9.8N/kg
F1——ZF4200/17.5/28支架计算工作阻力KN
q1——ZF4200/17.5/28支架计算初撑力KN
通过以上计算,因为所用支架ZF4200/17.5/28支护强度0.683MPa大于上覆岩层所需支护强度0.5MPa,所用支架ZF4200/17.5/28的工作阻力4200KN大于计算工作阻力3018.4KN,所用支架ZF4200/17.5/28的初撑力3958KN大于计算初撑力2414.7KN,支架对底板比压小于直接底煤底抗压强度30Mpa,故支架能满足要求。
附图四:
工作面支架最大最小控顶距示意图
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
1、本工作面采用全部垮落法控制顶板,采空区顶板随支架前移自行垮落充填。
最大空顶距为4.68m,最小空顶距为4.08m,放顶步距为0.6m。
工作面内采用即时移架支护,及采煤机割过后即时移架打出前探梁(护帮板),移架在采煤机割过后3-5架进行,超过此距离或发生片帮冒顶时,必须停止割煤。
2、当机组割透机头(尾)后,要及时将护壁板升起支护空顶,拉机头(机尾)三个架时,必须将相邻支架的溜千斤吃紧而后才能拉架。
以防将机头(尾)拉错节或损坏设备。
移机头(尾)时,工作面靠机头(尾)3—5个架也要同时顶溜,防止溜子错节,同时必须闭锁溜子,移足600mm。
2、正常工作时期的特殊支护形式
1.如果顶板破碎,必须立即支护,即采煤机后滚筒割过后,带压及时移架,并打出前探梁(护帮板)。
2.如果工作面片帮达500mm,必须超前支护,即移架在割煤之前进行。
3.回风巷(轨道顺槽)在回采过程中要沿空留巷解决上隅角瓦斯,方式采用支设木垛,木垛规格为2m×1.5m,木垛间距1m,距离上帮500mm进行支设,当支设至距贯眼6m时停止木垛支设,让顶板自行垮落,并在贯眼内支设两个同样规格的木垛。
4.过钻场时要提前30m采用单体柱配铰接顶梁进行支护。
三、特殊时期的顶板控制
1.随着工作面的回采,工作面坡度会出现加大现象,所以要认真观测煤溜的上串下滑情况和支架的稳定情况,及时进行调整。
2.工作面过顶板破碎段时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修严禁“带病”运转。
3.采用带压移架超前支护。
4.相邻支架高低错差不大于顶梁侧护板高的2/3,不挤不咬不倒。
保持良好支护状态。
5.必要时进行注浆加固顶板,具体加固措施另行制定。
6.初次来压、周期来压及初次放顶,末次放顶的支护形式。
(1)工作面为上层开采,初次来压、初次放顶以及周期来压和末采的支架形式不变。
(2)工作面初次来压、周期来压时,必须把支架升紧,将前探梁全部打出紧贴煤壁或顶板,前探梁前端至煤壁仍大于0.2m时,必须及时超前拉架,超前拉架后,支架护壁前端至煤壁仍有0.2m以上空顶时,必须在支架的前梁上架设垂直工作面煤壁的板梁维护顶板,板梁规格视具体情况而定,每架上一至两根,背实顶板,并严格执行进入煤帮侧作业及在支架上上板梁的安全措施。
要充分利用好顶板压力监测仪器,及时分析压力数据,从而做到超前防范,采取有效措施。
(3)初采、初次放顶要制定专门的措施,末采时另行制定措施。
第三节机头(尾)及进(回)风巷的顶板管理
进风、回风巷均超前20m加强支护,机头、机尾安全出口要求宽度不小于0.7m,高度不低于1.8m。
过渡支架上铺设顶网,并要和工作面底网连接,网的连接方式同前。
一、机头
机头1#架至煤壁的空顶用单体液压支柱配铰接顶梁支护(遇铰接顶梁无法支护时可换成π型钢梁),成三四排管理,柱距0.3-0.7m,排距0.6m,切顶线一排支成密集柱,柱距为0.3m,并在最后一排切顶密柱支设戗柱。
放顶时,先放顶后拉架,密集柱切顶线以支架顶梁末端切顶为准,偏差±0.3m,严格执行先支后回的原则,放密集柱前先在前一排按切顶线密集柱要求打好密集柱与戗柱,并且留出0.5-0.7m的通道,再开始放顶。
机头1#、2#、3#架滞后其它普通架300mm。
二、进风巷超前支护
进风巷胶带顺槽从工作面煤壁向外超前20m加强支护,并铺设顶网与工作面过渡支架段所铺设顶网连接。
加强支护方法为:
从工作面煤壁向外支设两排铰接顶梁(铰接顶梁无法支设时用π型钢梁)配单体柱支护,一排在紧靠转载机挡煤板侧,一排在靠煤柱侧0.3m-0.7m,长度不小于20m。
遇巷道过高或顶板破碎时要在顶梁上架设板梁进行接顶护顶。
三、机尾
最后一个支架和煤柱间的空顶用单体柱配Π型钢梁(或铰接顶梁)进行支护,柱距1m,排距0.6m,切顶线一排支成密集柱,柱距为0.3m。
当最后一个支架与煤柱间空顶宽度小于0.8m时至少支一根戗柱,大于0.8m时至少支两根戗柱。
放顶时,先放(密集柱)顶后拉架,密集柱切顶线以支架顶梁末端切顶为准,偏差±0.3m,严格执行先支后回原则,放密集柱前先在前一排按切顶线密集柱要求打好密集柱与戗柱,并且留出0.5-0.7m的通道,再开始放顶。
同时机尾切顶柱与煤柱间要留出不小于0.7m的空间,便于进行木垛支设。
最后的过渡支架,滞后工作面其它支架300mm。
四、回风巷超前支护
回风巷(轨道顺槽)从煤壁向外超前20m加强支护,并铺设顶网与工作面过渡支架段所铺设顶网连接。
加强支护方法为:
从工作面煤壁向外在支设两排单体柱配铰接顶梁进行超前支护,在距工作面煤壁侧0.3-0.7m支设一排,在煤柱侧0.3m-0.7m处支设一排,支设距离不小于20m。
回风巷顶板压力显现较为明显,若遇巷道变形严重时,要在巷道两帮同样支设两排单体配铰接顶梁进行护帮和加强支护,同时要调整原超前支护与两帮支护的距离,保证留出不小于0.7m的通道。
表6超前及端头支护材料的使用数量和存放管理
种类
规格
使用量
复用率/%
备注
铰接顶梁
HDJA-1000
200
99
单体液压支柱
DZ28/100
100
80
单体液压支柱
DZ315/100
200
80
坑木
2000mm×160mm×160mm
10
沿空留巷木垛
1500mm×180mm×180mm
10
沿空留巷木垛
3500mm×180mm×180mm
10
顺槽勾顶
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
3106工作面矿压观测的内容主要有:
轨道、胶带两巷围岩变形观测、工作面压力动态观测。
二、矿压观测方法
1、工作面每个支架设一个压力监测测站,每架一个电脑圆图仪,对顶板进行动态监测。
2、轨道顺槽及胶带顺槽距工作面20m各安设一组顶板动态观测仪,监测顶底板巷道的相对移近量,每班一次
3、每隔100m设置一个巷道变形观测站,每个测站设三个测点,测点间距10m,用钢卷尺量取巷道两帮和顶底的移近量,每天一次。
4、由综采队进行日常监测,及时将监测的结果进行分析,并及时反馈给生技科和队组便于加强顶板管理。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤系统
3106工作面刮板输送机→转载机→破碎机→3106工作面皮带机→胶带大巷皮带机→煤仓→主井皮带机→地面生产系统→煤场(筒仓)。
二、运料系统
副井→井底车场→轨道大巷→3106轨道顺槽→工作面用料地点。
副井→井底车场→轨道大巷→3106胶带顺槽→工作面用料地点
附图五:
运输系统示意图:
第二节通风系统
3106工作面采用双U型通风方式,其中3106胶带顺槽及配巷为进风巷,3106轨道顺槽和回风尾巷为回风巷。
一、风流方向
小U:
新鲜风流从地面→主、付井筒→轨道大巷→3106工作面胶带顺槽→工作面→3106工作
面回风巷(轨道顺槽)→尾巷混合回风→集中回风巷→回风大巷→回风立井→地面
大U:
新鲜风流从地面→主、付井筒→轨道大巷→3106工作面胶带顺槽→1#贯眼→胶带配巷→切眼配巷→回风尾巷→尾巷混合回风→集中回风巷→回风大巷→回风立井→地面
附图六:
通风系统示意图
二、风量计算
(1)按工作面温度计算:
Q采=60×V×S×K采1
=60×0.8×8.4×1.2=483.84m3/min
式中:
Q采——工作面配风量,m3/min
V——工作面断面平均风速,经测定温度为14℃---18℃,V取0.8m/s
S——工作面净过风断面面积,m2
L大——工作面最大控顶距,4.68m
L小——工作面最小控顶距,4.08m
H——工作面平均采高,2.6m
K面——有效断面系数,取0.8
K采1——通风系数,取1.2
(2)按瓦斯涌出量计算
Q采=Q回+Q尾=560+280=840(m3/min)
Q回=100×qCH4×KCH4=100*3.48*1.6=556.8取560(m3/min)
Q尾=qCH4尾/2.0×KCH4×100=3.48/2.0*1.6*100=278.4取280(m3/min)
式中:
Q采——回采工作面配风量m3/min
Q回——回采工作面回风量m
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- 3106 分层 工作面 作业