弘建煤矿3101综采工作面作业规程.docx
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弘建煤矿3101综采工作面作业规程
陕西省府谷县弘建煤矿3101综采工作面
回
采
作
业
规
程
施工单位:
陕西天隆矿建公司弘建煤矿综采队
施工负责人:
杨建荣
编制人:
高志刚
编制时间:
2012.5.25
施工单位会审记录
部门
签字
时间
生产
年月日
机电
年月日
通风
年月日
安全
年月日
队长
年月日
审批意见
审批记录
规程名称
3101综采工作面回采作业规程
工程技术科
年 月 日
安全管理科
年 月 日
调度室
年 月 日
机电组
年 月 日
安全矿长
年 月 日
机电矿长
年 月 日
总工程师
年 月 日
生产矿长
年 月 日
第一章概况6
第一节编写依据6
第二节工作面位置及井上下关系6
第三节 煤层情况7
第四节 煤层顶底板情况7
第五节 地质构造8
第六节 储量及服务年限9
第二章 采煤方法10
第一节采煤方法的选择10
第二节 巷道布置10
第三节 回采工艺11
第四节 设备配备12
第三章顶板控制13
第一节 支护设计13
第二节 控顶方法15
第三节矿压观测16
第四章一通三防17
第一节 通风系统17
第二节瓦斯的防治21
第三节 综合防尘系统22
第四节 防灭火系统23
第五节 通风安全监控系统25
第五章生产系统26
第一节运煤系统26
第二节运料系统26
第三节液压系统26
第四节供排水系统26
第五节通讯信号系统27
第六节供电系统27
第六章 生产组织27
第七章煤质及资源管理29
第一节煤质指标和要求29
第二节提高煤质的措施29
第八章 安全技术措施30
第一节一般规定30
第二节 顶板管理32
第三节防治水42
第四节 一通三防及安全监控43
第五节 安全设施及安全管理46
第六节工作面运料及材料管理47
第七节 上下出口及两巷超前管理48
第八节 运 输49
第九节 机电设备管理50
第十节 其它53
第九章 灾害应急措施与避灾路线54
第十章其它内容57
第一节作业环境管理57
第二节图牌板管理58
第三节其它58
第一章概况
第一节编写依据
本规程依据《陕西省府谷县弘建煤矿有限公司煤矿(整合区)勘探报告》、《弘建煤矿三采区工作面设计说明书》、《煤矿安全规程》《三采区3101切眼技术交底通知单》等上级有关规定以及周边矿井开采实践编制。
第二节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表:
采区名称
3101综采工作面
地面标高
1220m
井下标高
煤层底板标高1165m。
地面相对位置
工业广场东南翼
井上下位置与四邻关系
弘建煤矿3-1煤3101采面位置:
东邻原华兴联营煤矿采空区,北临3-1煤3102综采工作面。
工作面附近有ZK502、ZK503钻孔。
地面沟谷交错,从地形图上看地面无其他建筑物。
本区位于陕北黄土高原东北部,毛乌素沙漠南缘,属黄土丘陵沟壑区地貌单元。
地表因经受长期的冲刷与侵蚀,形成了沟壑纵横交错,梁峁连绵起伏,坡陡壁峭,典型的“V”字型沟谷呈树枝状分布,地形支离破碎,冲沟陡峻狭窄。
区内地势西高东低,分布有大小不等很多季节性河谷,旱季多为干沟,雨季可形成地表溪流和洪流,水流汇入勃牛川,然后注入黄河。
煤层埋藏深度0~143.21m,煤层底板标高1165~1205m。
走向长度
940.5m
工作面长
180m
面积(m2)
169087.5
第三节 煤层情况
工作面煤层情况表:
煤层厚度m
1.2-1.3
煤层结构
单斜构造
煤层倾角
1°
开采煤层
3-1煤层
煤类
不粘煤31号
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
赋存于延安组第三段的顶部。
是本区最主要可采煤层之一,该煤层在整合区的东北部和东部边界有小面积遭剥蚀,为大部可采煤层,可采面积14.87km2。
第四节 煤层顶底板情况
工作面煤层顶底板情况表:
顶底板名称
岩石名称
厚度
岩性描述
顶板
粉砂岩
浅灰色、厚层状、平行层理、半坚硬
顶板
细粒砂岩
灰白色、中厚层状,以石英为主、局部松散
顶板
砂质泥岩
灰色、中厚层状、含白云母及植物化石、半坚硬
底板
粉砂岩
浅灰色、厚层状、平行层理、半坚硬
第五节 地质构造
一、矿区地层
神府新民矿区属陕北侏罗纪煤田一部分,地层区划属华北地层区鄂尔多斯盆地分区。
矿区的地层结构及岩性特征表明:
大致在三叠纪中晚世,本区才逐渐与华北地区解体分离,成为独立的内陆沉积盆地-鄂尔多斯盆地的一部分。
在此以前与华北地台为一整体,地层结构及岩性特征与华北地区相似。
矿区地面广泛覆盖着现代风积砂及第三系红土层、第四系黄土层,属掩盖区。
地层仅在河流两岸和沟谷中有出露,出露最完整的要数神木县的考考乌素沟和府谷县的孤山川了。
地层自东而西由老到新,大致呈北北东走向带状分布。
现将神府新民矿区地层简要列表如下(表2-1-1)。
二、矿区构造
神府新民矿区构造单元处于鄂尔多斯台向斜宽缓的东翼—陕北斜坡东北部上。
由于基底是坚固的前震旦系结晶岩系,故中生代以来,地史上历次构造运动对本区影响甚微,表现以垂向运动为主,仅形成一系列沉积间断假整合面,故区内构造极其简单,没有褶皱,是个倾角1°左右大单斜层。
但中生代后期,由于吕梁复背斜构造带大规模升隆,使得鄂尔多斯台向斜东缘强烈翘起褶皱。
表现为府谷县黄河沿岸古生代地层-奥陶系,石炭系,二叠系翘起裸露于地表,形成有高角度的背,向斜褶曲,并伴生有NW向断裂。
也使得矿区东部-悖牛川以东地区相对抬升,地层遭受严重剥蚀,缺失侏罗系中统直罗组、安定组及白垩系地层,甚至煤系地层延安组上部地层也遭受剥蚀。
三、3-1煤层特征
赋存于延安组第三段的顶部。
是本区最主要可采煤层之一,该煤层在整合区的东北部和东部边界有小面积遭剥蚀,为大部可采煤层,可采面积14.87km2。
全区施工钻孔20个,见煤点17个,可采点16个,为薄~中厚煤点,以厚煤点为主,煤厚0.60~1.64m,平均1.39m,标准差0.24,变异系数0.17,可采概率80%,煤层西北部厚,向东南逐渐变薄(图3-3-3)。
煤层埋藏深度0~143.21m,煤层底板标高1165~1205m。
煤层结构简单,一般含1层夹矸,厚0.14-0.70m,一般厚0.50m,层位较稳定;岩性一般为粉砂岩。
煤层顶板岩性以粉砂岩为主,局部为细粒砂岩或砂质泥岩;底板以粉砂岩为主。
煤类为不粘煤31号(BN31)。
该煤层薄~中厚煤层,煤层厚度变化小且规律明显,结构简单,全区大部分可采,煤类单一。
属稳定型煤层。
第六节 储量及服务年限
一、储量
工业储量:
287956t。
可采储量:
本综采工作面回采率参考值为90%,可采储量259160t
二、工作面服务年限
工作面服务年限=可采储量/设计月产量(见第二章生产能力分析)
=259160÷108384=2.4月
第二章 采煤方法
第一节采煤方法的选择
一、采煤方法及确定依据
1、采煤方法:
3101工作面采用倾斜长壁综合机械化一次采全高采煤法。
优点:
有利于防止煤壁片帮和架头漏顶事故的发生,工作面不易积聚瓦斯,有利于通风安全,有利于顶板管理。
2、确定依据:
根据煤层赋存情况、采区及工作面巷道布置方式、回采工艺形式、现有技术、装备及管理水平等因素,决定采用综采。
二、工作面推进方式
工作面沿走向后退式回采。
三、采高确定
本工作面煤层厚度1.35m,选择的支架型号为ZY6800-09/19,高度可调范围0.9~1.9m,煤机适应采高在0.85-1.5m。
要求工作面正常回采期间,采高最大不大于1.5m,如果煤厚大于1.5m要选择跟顶丢底回采;当煤层变薄时,采高不得小于1m。
第二节 巷道布置
一、3101运输顺槽:
3101运输顺槽长度932m,采用锚杆、锚索和网片联合支护,净高×净宽=2800×4500mm,巷道用途:
工作面进风、出煤。
二、3101回风顺槽:
3101回风顺槽长度940m,采用锚杆、锚索和网片联合支护,净高×净宽=2800×4000mm,锚杆、锚索、金属网过顶喷浆。
巷道用途:
工作面回风、进料、行人用。
三、3101工作面切眼:
切眼长度180m,采用锚杆、锚索和网片联合支护,切眼施工:
先施工导峒,后刷大成型,刷大侧为面向工作面侧;刷大成型后,在距工作面3500mm打单排木直径不小于160mm的圆木支柱。
附图1:
工作面及巷道布置平面图
第三节 回采工艺
一、工艺流程:
割煤→移架→推输送机→割煤(第二刀)
其中,中部支架操作程序一般为割煤—移架—推输送机;排头支架操作程序一般为割煤—推输送机—移架,要配合中部支架推运输机机头和机尾。
二、落煤方式:
1、割煤方式
工作面采用煤机双向往返割煤落煤。
2、进刀与割煤方法
⑴进刀方式:
采用端头割三角煤斜切进刀方式。
⑵割煤方法:
采煤机沿工作面自上而下割煤,要求追机及时支护顶板,移架距离滞后采煤机滚筒3~5m,推溜要滞后10~15m。
煤机到机头后,在机头进行进刀割三角煤,然后自下而上割煤、移架、推车、周而复始。
3、进刀过程:
⑴、煤机下行割到下端头,然后升上滚筒降下滚筒,煤机上行。
⑵、煤机沿链板机弯曲段斜切进入煤壁,当煤机全部进入工作面直线后,把工作面链板机推至成直线。
⑶、随后煤机升下滚筒降上滚筒,煤机下行割三角煤。
⑷、煤机再次上行,并再次推移运输机头,即完成煤机端头斜切进刀自开缺口过程。
4、煤机运行至上端头时,其进刀方式和下端头类同。
第四节 设备配备
一、工作面主要机电设备及技术特征表
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
支架
ZY6800-09/19
架
115
工作阻力6800KN,支架高度900-1900mm,支护强度0.96-1.03MP
采煤机
MG180/420-BWD型电牵引采煤机
台
1
总装机功率420kW,截割功率为2×180kW,牵引功率为2×30kW。
刮板运输机
SGZ-730/400
部
1
输送量600t/h,链速1.13m/s,功率200/100KW
溜槽113块
喷雾泵
BPW315/12.5K2
台
1
压力12.5MP,流量315L/min,功率75KW
乳化液泵
BRW400/31.5
台
2
压力31.5MP,流量400L/min,功率220KW
移动变电站
1600KVA
台
1
移动变电站
200KVA
台
2
开关
QJZ-1600/1140(660)-8
台
2
1600A
回柱绞车
JH-8
台
1
钢丝绳张力80KN,平均绳速0.12m/s
皮带机
DSJ100/63/2*75
部
2
输送量630t/h,,胶带速度2m/s,,功率2*75KW
附图2:
综采工作面设备布置示意图
二、工作面生产能力分析
3101工作面刮板运输机生产能力600t/h,皮带机生产能力630t/h,煤机的最大牵引速度为7.6m/min,(煤机截割深度0.63m,滚筒直径0.9m)考虑到其它影响因素,影响系数取0.2,则煤机的每小时最大割煤量为:
7.6×60×0.63×0.9×1.31×0.8=270.96t。
月最大割煤量270.96*16*25=108384t(生产时间:
25天;16小时/天)
第三章顶板控制
第一节 支护设计
一、液压支架支护强度校验
1、按经验法计算支护强度
⑴、根据采高及上覆岩层碎胀系数计算跨落带高度:
M-∑Hi(Ki-1)=0
Hk=∑Hi
Hk=∑Hi=M/(Ki-1)=1.3/(1.3-1)=4.3m;
式中:
M----采高1.3(m)
Hi----上覆岩层第i分层厚度(m)
Ki----上覆岩层第i分层岩石碎胀系数取1.3
Hk----跨落带高度(m)
⑵、根据跨落带高度计算支护强度:
pt=Hk•γ•cosα
=4.3×25×1
=107.5kN/m2
式中:
pt-----工作面支护强度,kN/m2
Hk-----上覆岩层跨落带高度4.3m
γ-----顶板岩石容重,kN/m3。
一般可取25kN/m3
α-----工作面煤层倾角1°
2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度。
参考工作面矿压观测与本面矿压预计表
序号
项 目
单位
参考面实测
本面预计
1
顶底板
直接顶厚度
基本顶厚度
直接底厚度
2
直接顶初次跨落步距
3
初次
来压
来压步距
最大平均支护强度
最大平均顶底板移近量
来压显现程度
4
周期
来压
来压步距
最大平均支护强度
最大平均顶底板移近量
来压显现程度
5
平时
最大平均支护强度
最大平均顶底板移近量
6
直接顶悬顶情况
7
底板允许比压
8
直接顶类型
9
基本级别
3、选择本工作面支护强度
参照工作面的初次来压时的实测最大支护强度Pc为:
500KN/m2,根据以上两个支护强度(Pt、Pc),选取其中最大值作为本工作面的设计支护强度Pr,即500KN/m2(0.5Mpa)。
而ZY6800-09/19型液压支架支护强度为0.96-1.03Mpa,说明此支架完全能满足对该顶板的支护要求。
4、支护设备的选择
工作面及上下端头使用ZY6800-09/19型支架,上、下安全出口采用HDJA-1000型限位铰接顶梁配合DZ-25/100型单体支柱组成的基本支架加强支护。
第二节 控顶方法
一、工作面支架主要技术特征:
项 目
内 容
支架架型
支撑高度(m)
0.9-1.9
支架宽度(m)
1.43
支架中心距(m)
初撑力(KN)
额定工作阻力(KN)
6800
支护强度(MPa)
0.96-1,03
对底板比压(MPa)
泵站压力(MPa)
31.5
支架重量(t)
二、工作面支护及采空区处理
1、移架操作方式:
采用临架操作。
2、移架方式:
采用追机顺序移架。
3、推溜方式:
推溜滞后煤机3~5架进行,移溜时弯曲段长度>12m。
推溜步距保持在600mm,移溜后要使运输机成直线,其偏差不超过±50mm。
4、采空区处理:
采空区采取自行跨落法处理。
出现单体棚段时采用人工回柱放顶。
5、两巷支架的回撤:
两巷采用抹帽管理顶板,老塘采用人工回柱。
第三节矿压观测
一、矿压观测内容
矿压观测内容包括日常支架、支柱支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析、两巷超前压力观测、端面距和采高等。
工作面在“四个阶段”实施针对性监控。
初放期间强化监控、正常期间抽测监控、异常地段重点监控。
二、矿压观测方法
1、工作面回采前采区技术员要编制工作面矿压设计。
2、本工作面矿压监控应不少于21条线,上、下端头各设一条测线,其它监控线每5架一条,每条测线支架上、下立柱各安设一块测压表。
上、下端头及两巷抹帽棚的单体支柱要求棵棵监测,班班监控。
3、测压表管理及测压工作由专职测压人员负责。
测压员要对支架压力、支柱压力、支护质量和顶板动态进行监控,不得空班、漏检,不得弄虚作假。
4、泵站必须保持良好的工作状态。
泵压调定在30Mpa以上,支架的初撑力不小于24Mpa。
工作面单体液压支柱的初撑力不低于70KN/棵,两巷单体液压支柱的初撑力不低于70KN/棵,背帮柱初撑力不低于40KN/棵,对达不到要求的要及时补液整改。
5、由各班工长负责对当班的矿压观测情况进行全面检查验收,并由跟班干部和安监人员签字后及时送生产管理部采煤矿压组。
6、生产管理部采煤矿压组要及时对监测资料进行分析、处理并打印成监控图表报送到采煤副总和生产单位。
生产单位值班人员要对出现的问题予以解决。
7、原始资料、计算机处理结果的图表和班队的评估要三符合,并将每月的资料装订成册,存档备查。
要求存档资料必须具有原始性、完整性、准确性、指导性和针对性。
第四章一通三防
第一节 通风系统
一、工作面风量计算:
1.按气象条件计算
Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl
=60×70%×1.5×7.3×1.1×1.2
=607
式中:
Vcf—采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流中的温度从表1中选取,m/s;
Scf—采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;
Kch—采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;
Kcl—采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3;
70%—有效通风断面系数;
60—为单位换算产生的系数。
采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温℃
采煤工作面风速m/s
<20
1.0
20~23
1.0~1.5
23~26
1.5~1.8
Kch—采煤工作面采高调整系数
采高m
<2.0
2.0~2.5
>2.5及放顶煤面
系数Kch
1.0
1.1
1.2
Kcl—采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度m
长度风量调整系数Kcl
15
0.8
15~80
0.8~0.9
80~120
1.0
120~150
1.1
150~180
1.2
>180
1.30~1.40
2.按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100×qcH×KcH
=100×2.5×1.6
=400
式中:
qcH—采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯绝对涌出量,m3/min。
预计平均瓦斯绝对涌出量为2.5m3/min;
KcH—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产期间连续观测一个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,取1.6;
100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1.0%的换算系数。
3.按照二氧化碳涌出量计算
Qcf=67×qcc×Kcc
=67×2.0×1.5
=201
式中:
qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,预计平均绝对二氧化碳涌出量为2.0m3/min;
Kcc—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产期间连续观测一个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值,取1.5;
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
4.按公司规定计算
Qcf≥500
5.初次选择
根据以上风量计算,3101工作面风量初次选择607m3/min。
6.风速验算
⑴按工作人员数量验算:
Qcf≥4Ncf
607≥4×42=168
式中:
Ncf—工作面同时工作的最多人数,取42人;
4—每人每分钟需风量,4m3/min。
⑵按风速进行验算
①验算最小风量:
Qcf≥60×0.25Scb
Scb=lcb×hcf×70%
607≥60×0.25×8.7=131
②验算最大风量:
Qcf≤60×4.0Scs
Scs=lcs×hcf×70%
607≤60×4.0×5.8=1392
③综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,验算最大风量:
Qcf≤60×5.0Scs
607≤60×5.0×5.3=1590
式中:
Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;
lcb—采煤工作面最大控顶距,m;
hcf—采煤工作面实际采高,m;
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;
lcs—采煤工作面最小控顶距,m;
0.25—采煤工作面允许的最小风速,m/s;
70%—有效通风断面系数;
4.0—采煤工作面允许的最大风速,m/s;
5.0—采煤工作面允许的最大风速,m/s。
7.风量确定
根据以上风量计算及风量验算,3101工作面风量最后确定在607m3/min。
二、3101工作面通风系统
1、新鲜风流:
①副井→31煤辅运输大巷→31煤运输顺槽→3101工作面;
②主井→31煤主运输大巷→31煤运输顺槽→3101工作面。
2、乏风流:
工作面→31煤回风顺槽→31煤回风大巷→矿井总回风大巷→地面。
三、进回风巷道布置方式
1、进风下山
2、回风上山
3、工作面风流方向:
上行通风;
4、工作面通风系统型式:
“U”型。
附图3:
通风系统示意图
第二节瓦斯的防治
一、瓦斯涌出量及管理方案
通过对3101运输、回风巷掘进期间瓦斯涌出量的观测,没有发现瓦斯涌出的现象。
二、瓦斯管理
(一)工作面瓦斯管理
1、通风区及时调整通风系统,保证工作面有足够的风量,风巷备有风障。
2、通风安全设施由通风部门建好验收合格后,移交给生产单位进行管理,使用单位应爱护通风设施,保证通风安全;要保证机、风巷最小断面不得小于设计断面的70%。
3、生产单位班、队长要每班都携带便携式瓦检仪,按照规定要求悬挂,并一班三次向调度汇报工作面瓦斯情况,当采煤工作面上隅角瓦斯浓度达1.5℅时,必须立即停止作业、切断电源、撤出人员,并及时向调度汇报,及时采取措施处理,严禁瓦斯超限作业。
4、生产单位是回采工作面上隅角瓦斯管理的责任主体,上隅角要悬挂瓦斯检测仪和管理牌板。
5、瓦检员要班班巡回检查瓦斯,并及时汇报通风调度,严禁空班漏检、假检。
6、瓦斯检查员发现瓦斯治理措施不落实或瓦斯超限时,必须禁止作业,班、队长必须积极配合瓦检员的工作。
第三节 综合防尘系统
一、防尘供水系统的设备与设施
1、建立完善的防尘系统,水质必须经过过滤清洁,符合规定。
3101运输、回风顺槽内防尘管路全部使用2寸水管安装,距工作面不超过20m,距巷道底板不得小于600mm。
2、3101运输、回风顺槽每供水管路每隔50m要留一个三通阀门,并配有足够的防尘软管,以便冲刷巷帮。
3、综采工作面必须安装完善的喷雾洒水系统。
回风巷内安设不少于2道喷雾,水雾封闭全断面,使用正常,煤机开动时必须打开风流净化水雾、架间喷雾(每架一个)及煤机内外喷雾,净化喷雾距工作面距离为30m~50m。
工作面机巷转载点、溜煤眼上、下口及破碎机处必须安设喷雾。
采煤机内喷雾压力不得小于2M
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