1118上综放工作面采煤作业规程.docx
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1118上综放工作面采煤作业规程
1118上综放工作面采煤作业规程
目录
矿审批意见3
作业规程学习和考试记录4
作业规程复查记录7
第一章概况8
第一节工作面位置及井上下关系8
第二节煤层9
第三节煤层顶底板9
第四节地质构造12
第五节水文地质13
第六节影响回采的其它因素13
第七节储量及服务年限13
第二章采煤方法14
第一节巷道布置14
第二节采煤工艺错误!
未定义书签。
第三节设备配置20
第三章顶板管理24
第一节支护设计24
第二节工作面顶板管理28
第三节顺槽及端头顶板管理30
第四节矿压观测34
第四章生产系统38
第一节运输系统38
第二节通防与监控系统39
第三节排水系统51
第四节供电系统52
第五节通讯照明系统54
第五章劳动组织和主要经济技术指标56
第一节劳动组织56
第二节主要经济技术指标表56
第六章灾害预防及避灾路线57
第七章安全技术措施63
第一节一般措施63
第二节顶板管理66
第三节防治水69
第四节“一通三防”69
第五节运输管理70
第六节机电设备76
第七节其它82
附图1:
煤层顶底板综合柱状图
附图2:
1118上工作面皮带、轨道顺槽及切眼地质素描图
附图3:
1118上工作面位置及巷道布置图
附图4:
采煤机进刀示意图
附图5:
1118上工作面设备布置示意图
附图6:
1118上工作面和顺槽支护示意图
附图7:
1118上工作面通风系统图
附图8:
1118上工作面安全监测设备、通防管路系统示意图
附图9:
1118上工作面供电系统图
附图10:
1118上工作面通讯系统示意图
附图11:
1118上工作面照明系统示意图
附图12:
1118上工作面正规循环作业图表
附图13:
1118上工作面生产系统及避灾路线图
矿审批意见
会审单位及人员签字:
采煤专业:
年月日安监处:
年月日
地测专业:
年月日总工程师:
年月日
通防专业:
年月日安监处长:
年月日
机电
专业:
年月日生产矿长:
年月日
运输专业:
年月日
作业规程学习和考试记录
作业规程复查记录
作业规程名称1118上综放工作面作业规程
施工单位采煤三工区
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题:
二、处理意见:
第五节水文地质
一、含水层(顶部和底部)分析
本工作面水文地质条件较简单,对工作面回采有影响的含水层主要是3煤顶板砂岩含水层,根据1118回采工作面的情况,预计最大涌水量为12米3/h,正常涌水量为6米3/h。
轨道顺槽准备时底板有少量出水,经电法探测,工作面西部的F6断层有含水的可能,因此要按规定留足50米防水煤柱,并严格坚持“有疑必探”的原则,加强探水。
二、涌水量
预计该面正常涌水量为6米3/h,最大涌水量为12米3/h。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况详见表五。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面可推进长度为370米,工作面长度为36.8米。
工业储量:
159368t;
可采储量:
本矿的综放工作面回采率参考值为80%,可采储量:
12795t。
二、采煤工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=370/(0.6×5×30)=4.1个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
11采区是古城[换行]煤矿首采区,由武汉煤矿设计院1997年11月设计,山东煤炭管理局以鲁煤管规[1998]23号文批准,并于当年投入生产。
该采区共分为五个区段,其中-505米、-560米、-760米水平的工作面采用伪倾斜长壁布置,-593~-650米水平及北翼采用走向长壁布置。
1118上工作面在-760米水平,-760米水平布置有-760轨道运输(进风)巷和-750皮带运输(回风)巷,工作面采用俯斜开采。
二、采煤工作面轨道顺槽
1118上工作面南侧顺槽为轨道顺槽,沿煤层底板布置,巷道采用圆弧拱断面,净宽3.0米,净高2.8米,断面积8.4米2。
巷道内铺设铁轨,主要用于该工作面的进风和运料。
轨道顺槽采用锚网支护。
顶部锚杆为φ20×220O米米的等强螺纹钢树脂锚杆,用1卷K2370锚固剂锚固,帮部锚杆为φ20×180O米米的等强螺纹钢树脂锚杆,用1卷K2370锚固剂锚固。
锚杆排距×间距=800×80O米米。
金属网采用网孔为60×60米米的8#冷拔丝编织的金属网。
采煤机用水、工作面两部运输机变速箱冷却水通过轨道顺槽Φ50防尘管路供给。
三、采煤工作面运输顺槽
1118上工作面北侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。
巷道断面与轨道顺槽断面一样。
主要用于该工作面的回风和运煤。
运输顺槽内布置有φ50的防尘管路一趟,并设置刮板输送机和胶带输送机,靠工作面侧设人行道。
四、采煤工作面切眼
切眼位于1118上综放工作面的最上部,沿煤层底板布置。
矩形断面,净宽5.4米,净高2.5米,断面积13.5米2。
采用锚网和锚索梁联合支护,锚杆采用φ20×220O米米的树脂锚杆,K2370锚固剂2卷,金属网采用网孔为60×60米米的8#冷拔丝编织的金属网。
锚索使用φ18×800O米米的锚索,12#矿用工字钢制作的2.1米长的工字钢梁。
锚杆排距×间距=800×80O米米,锚索梁间距3.2米。
五、硐室及其它巷道布置
在切眼靠近皮带顺槽端布置采煤机组装硐室,深1.5米,长12米,高2.5米,采用锚网支护。
在切眼靠近轨道顺槽、皮带顺槽端各布置一个液压支架调架硐室,宽3米,长5米,高2.8米。
锚网梯支护,锚杆规格:
φ20×180O米米,排距×间距=800×80O米米,K2370锚固剂1卷,金属网采用网孔为60×60米米的8#冷拔丝编织的金属网。
附图3:
1118上工作面位置及巷道布置示意图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法和回采工艺
1、采煤方法
1118上工作面采用倾斜长壁放顶煤技术,一次采全高全部垮落采煤方法。
2、回采工艺
炮采放顶煤,爆破落煤,人工装煤,刮板输送机运煤,KC-II悬移支架加金属网支护顶板。
(1)、采高和采放比的确定
采高:
根据支架工作高度,确定采高为2.2米。
放煤高度:
采放比:
(2)放顶煤步距
初次放顶煤步距:
工作面正常推进,待顶煤自然冒落充满采空区后即开始放顶煤。
循环放顶煤步距:
采用一刀一放,即循环放顶煤步距为0.8米。
(3)、放煤方式:
采用单轮顺序放煤方式。
(4)、工作面炮眼布置、爆破图表
炮眼布置图
(5)工艺流程
打眼—装药—放炮—铺顶网、升前挑梁—硬帮出煤—移运输机—移架—放顶煤
1爆破落煤:
工作面采用煤电钻、Ø42×1.2米麻花钎子湿式打眼,采用煤矿安全许用乳胶炸药,Ⅰ~Ⅴ段毫秒延期电雷管,米SB-100型发爆器起爆,正向装药,串联起爆,工作面推进时采用五花眼爆破。
工作面采用“一推一放”,每次推进度0.8米。
三、采煤工作面正规循环生产能力
工作面每天5个循环,每循环进尺0.6米,割煤高度2.3米,放煤高度6.3米,割煤时回收率97%,放煤时回收率78%,工作面回采率为80%,则
日割煤量=36.8×2.3×0.6×5×0.97×1.35=333吨
日放煤量=33.8×6.37×0.6×5×0.78×1.35=680吨
日产量=333+680=1013吨
月产量=1013×30=30394吨
第三节设备配置
一、运输设备
1.工作面共安设刮板输送机两部,型号为SGD-620/40T可弯曲刮板输送机,设计长度23米,其它技术参数为
电机功率:
110KW
运输能力:
400t/h
中间槽尺寸:
1500×630×270米米
2.顺槽安设刮板输送机一部,其型号为SGB630/40T,设计长度120米,安设长度65米,其它技术参数为
电机功率:
55KW
运输能力:
150t/h
链速:
0.86米/s
中间槽尺寸:
150O×620×200米米
3.顺槽安设可伸缩带式输送机1部,与刮板输送机搭接。
其技术参数为
型号:
SSJ800/90
电机功率:
90KW
运输能力:
400t/h
带宽:
800米米
带速:
2.0米/s
4.辅助运输设备选用1吨的矿车和平板车,牵引设备选用JD-11.4和JD-25型绞车。
四、乳化液泵
型号:
RB-80/200
公称流量:
200L/米in
公称压力:
31.5米Pa
电机功率:
125kW
电压:
660V
附图5:
1118上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、液压支架支护强度验算
1、参考本矿或邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。
(见表六)
2、合理支护强度的计算
采用经验公式计算:
Pt=8×9.81×h×r=8×9.81×2.3×2.6
=469.310(kN/米2)
3、选择工作面支护强度
参考同煤层矿压观测资料(见表六),最大平均支护强度=380
(kN/米2)。
380(kN/米2)<469.31(kN/米2),因此工作面支护强度应大于469.31(kN/米2)。
4、支护设备选择
1118上工作面选用基本液压支架ZF2400/16/24BH型低位放顶煤支架,共41架,下端头选用ZFG2800/18/26B型过渡支架两架。
从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1~43号支架。
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,选用ZF2400/16/24BH型支架,在满足顶板管理支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求。
通过对比、验算,证明选用ZF2400/16/24BH型支架能满足要求。
二、乳化液泵站
(一)泵站及管路选型、数量
乳化泵选用RB-80/200型两台,输液管路选用高压胶管,耐压30米Pa以上。
主要技术[换行]参数如下:
型号:
DRB-200/31.5
公称流量:
200L/米in
公称压力:
31.5米Pa
电机功率:
125kW
(二)泵站设置位置
泵站安设在原1118轨道顺槽下车场。
(三)泵站使用规定
要保证泵站压力大于20米Pa,乳化液浓度3%~5%。
要加强支架与泵站的维修,杜绝系统的串漏液。
第二节工作面顶板管理
根据已开采的工作面矿压观测资料,其煤层顶板为老顶来压不明显,直接顶为不稳定的二类顶板,本工作面的顶板管理采用全部垮落法。
1、控顶距、放顶步距
工作面最大控顶距为4.0米,最小控顶距为3.2米,放顶步距为0.8米,详见工作面支护布置图。
2、工作面上下端头的顶板管理
工作面下端头支护采用单体液压支柱配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护,双楔铰接顶梁距1号架顶梁边缘不得大于0.5米,距离超过0.5米时,必须加打一排双楔铰接顶梁支护顶板,双楔铰接顶梁间距为0.6米,除
移架要滞后采煤机滚筒3~5架,不得超过6架。
顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架,即:
当发现片帮严重时,不等采煤机割煤,就进行移架,再进行其它操作,工艺为移架—割煤—移运输机。
移架步距0.6米。
采煤机割煤并移架后,及时将支架的伸缩梁伸出护顶。
移架顺序为:
1、采煤机向下(上)端正常割煤时,滞后煤机后滚筒3~5架移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。
2、采煤机割煤并移架后,及时将支架的前探梁伸出护顶。
3、机头处排头架的移架顺序为:
先移2#架,后移1#架,再移3#架。
4、采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回,并滞后采煤机后滚筒3架将前探梁伸出,再将前梁升起。
支护要求:
1、工作面应达到动态质量标准化要求,确保“三直、两平、一净、两畅通”的质量要求。
①三直:
支架排成一条直线,偏差不超过±50米米;运输机一条直线,偏差不超过±50米米,弯曲段不小于15米;工作面煤壁一条直线。
②两平:
顶板平无伞檐,底板平无台阶和落差。
③一净:
机电设备及支架阀组、缸体和甲板上无浮煤杂物,底板上无浮煤杂物。
④两畅通:
工作面上下出口要保证有0.7米宽,1.8米高的人行通道,端头无材料及杂物堆积,顶板支护良好。
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24米Pa。
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10米,防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并支设好支架。
5、工作面生产以前要编制初次放顶和初次放顶煤的专项措施。
二、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理:
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工作,由矿压小组在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置。
3、工作面支架以及轨道、运输顺槽所有单体支柱必须达到规定初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。
4、要控制好采高,严禁超高。
5、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,确保端头连网与巷道搭接0.5米以上,防止出现端头冒顶。
6、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理:
该面未做过三维地震勘探,构造控制程度较差,对F6及F5-1断层的平面位置及次生构造把握不准,有可能向面延伸,所以必须加强回采时过断层的顶板管理工作。
过断层时另行编制措施报批。
第三节顺槽及端头顶板管理
一、工作面轨道、运输顺槽的超前支护
1、支护要求:
轨道、运输顺槽自工作面向外20米范围内必须加强支护,超前支护采用单体液压支柱配合一字铰接顶梁支护,一梁一柱,距煤壁20米范围内均打双排。
超前支护以外的巷道出现变形时应及时打点柱支护。
支柱支设在实底上,柱窝必须做麻面,当底板松软时必须穿铁鞋。
遇顶板冒高处,3.5米及以下支柱无法支护时,用4米的单体支柱配合轻轨支护,柱爪与轻轨接触面必须垫木片。
2、支护材料及支护密度:
顺槽超前支护使用两排1米的HDJB-1000型一字铰接顶梁与两排DZ型单体液压支柱配套支护,柱距1.0米。
详见附图6:
1118上工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)。
DZ型单体液压支柱参数
初撑力:
12t
最大工作阻力:
25t
支撑高度:
2.5~4.0米
3、支护质量控制标准
①支柱纵横成线,偏差小于±l00米米。
②支柱应支在实底,柱窝做麻面,并做到迎山有力(迎山角20左右)。
单体液压支柱初撑力不小于6.5米Pa。
③顶梁上部不平时,必须用木料垫实接顶,顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直。
④两巷的支撑高度不得低于1.8米,行人道宽度不得小于0.7米,单体支柱活柱行程不得小于150米米。
⑤单体支柱钻底达不到初撑力或底板松软时必须穿铁鞋。
⑥所有单体支柱必须拴好防倒绳。
⑦所有单体支柱三用阀方向一致,朝向老空。
二、工作面端头的管理
1、上、下端头支护采用单体液压支柱(2.5~3.5米)配合双楔铰接顶梁(1米)进行支护。
双楔铰接顶梁距端头1#、43#架顶梁边缘不得大于0.5米,距离超过0.5米时,必须加打一排双楔顶梁支护顶板,双楔顶梁间距为0.6米,除因设备影响外,必须在每一个双楔铰接顶梁下支设一棵单体液压支柱,遇顶板冒高处,3.5米及以下支柱无法支护时,用4米的单体支柱配合轻轨支护,柱爪与轻轨接触面必须垫木片。
所有支柱初撑力不得小于11.5米Pa,支柱钻底严重支撑力达不到要求时必须穿铁鞋,支柱必须拴好防倒绳,顶梁必须铰接使用。
2、为进一步加强端头顶板管理,工作面上下端头各包网2架,采煤机割煤后,及时挂菱形金属网(网孔50×50米米)后打管缝锚杆(1.2米)支护顶板,菱形金属网和顺槽方格网搭接不得小于0.5米,工作面联网搭接0.2米,联网扣距0.2米,扣要联紧联牢。
在煤机割煤前应先将两端头煤壁的金属网剪掉,煤机割到端头时要慢行,慢慢将锚杆顶出,割出的锚杆要及时捡出,严禁进入溜子和皮带。
若顶板破碎时必须在端头支架前梁上方架设挑棚支护,挑棚支护采用轨道(长3米,15Kg/米)或木板(长×宽×厚=2×0.4×0.05米),挑棚外露距离支架顶梁边缘不大于0.5米。
3、上、下端头应支设切顶关门支柱,支柱(中对中)间距不大于0.4米,支柱初撑力不得小于6.5米Pa,并使之挡矸有效。
随着工作面的推进,关门柱及时回撤前移,运输顺槽关门柱以顺槽刮板运输机机尾为准,拖后距离不得超过1.2米;轨道顺槽关门柱回撤标准是关门柱与支架插板收回位置齐,超前或拖后支架插板收回位置距离不得超过0.6米。
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。
三、支护材料使用数量、备用数量
工作面端头支护及两巷超前支护正常需要单体液压支柱104棵,铁鞋104个,顶梁107根。
计算其备用量:
单体液压支柱=104×10%=10棵,顶梁=107×10%=11根。
1118上工作面备用支柱10棵,铰接顶梁(双楔梁)11根,铁鞋10个,坑木5米3。
备用材料的存放地点,应保持距工作面50~100米之间,在轨道顺槽中的外侧煤壁处。
材料分类摆放整齐,实行挂牌管理,标明材料名称、型号、数量等内容,并由专人负责。
材料存放地点必须保证有0.7米以上宽度的人行道和必需的运输通道。
附图6:
1118上工作面、端头及两巷超前支护示意图(平、剖面图)
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
1118上工作面的矿压观测研究内容主要有:
支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩[换行]表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压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及顶煤活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,支架对顶煤的适应性和控制效果,超前压力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性,工作面支护质量等进行定期分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础资料。
二、观测方法
1、工作面的矿压观测
(1)支架工作阻力观测:
在支架前后立柱上安装压力表,分别在工作面上、中、下部均匀布置4条观测线,观测支架前后立柱工作阻力的变化情况。
测线布置:
上下端头的支架各一条,中间基本架2条,即分别布置在14#、28#支架上,由工区派专人进行读取支架的初撑力、工作阻力,分别在移架前、移架后各读取一次记录好。
(2)支架活柱缩量观测
用钢卷尺在工作面上、中、下部布置4条观测线,在移架后、移架前测量活柱下缩量,根据循环的次数,可算出循环下缩量和下缩速度,其测线与支架阻力测线对应布置,即分别布置在上下端头支架及14#、28#支架上。
(3)统计观测
沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每天(班)统计一次端面顶板的破碎及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.5米以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶煤冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。
2、顺槽的矿压观测
(1)巷道围岩变形观测
利用移动观测站观测。
在轨道顺槽超前工作面20米范围内,间隔4~5米安设4台顶板动态观测仪,监测顺槽顶底板的相对移近量,用来推断顶板的运动过程和状态。
动态观测仪的编号始终由煤壁起依次为1#、2#、3#、4#,当1#动态仪距煤壁不足1个循环的距离时,需将其回撤,并重新支设在原4#动态仪的前面,同时调整各动态仪的编号,使其仍然从煤壁起依次为1~4#。
各动态仪的间距及1#动态仪至煤壁的距离,在观测时必须做好记录。
观测次数一般1~2小时观测一次,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每10~30分钟观测一次,观测时必须记录观测时间。
同时采煤机割至端头影响到动态仪时也必须加密观测,并记录采煤机影响情况及采煤机到端头的距离。
(2)巷道围岩表面位移观测
利用顺槽成巷期间设置的观测基点,并视情况补设部分基点,在轨道、运输顺槽分别距切眼60米、80米、100米、120米、140米处布置五个测区,用测尺和测枪测量巷道受采动影响过程中的顶底板及两帮移近量,每天观测一次,根据观测时间可算出移近速度。
(3)顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测
在工作面推进至60米后,用增压式压力表分别测量在轨道、皮带顺槽超前支护范围外端支柱的工作阻力,掌握其变化情况,每2小时观测一次,观测3~5个循环,测站处同时设置一组顶底板移近量观测点,以便分析围岩变形时的支柱阻力变化情况。
三、支护质量监测
每旬由生产技术科组织不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查两次,对存在的问题,由采煤工区立即整改。
监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支护质量等。
四、观测时间要求
1、工作面:
观测到老顶初次来压和六次周期来压。
2、顺槽:
观测至工作面采空为止。
3、支护质量监测:
整个生产期间。
五、管理规定
1、要以严谨的科学态度进行读数,不得马虎,更不能凭自己想象造数。
2、要爱护仪表、保护仪表,严禁随意破坏各种仪表
3、与观测无关人员严禁对仪表进行随意调整。
4、读数时需平视仪表表盘,读数力求精确。
5、上井后需及时将观测资料上交工区,并与工区共同分析矿压变化情况,以便指导生产。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
(一)运煤设备及装、转载方式
采煤机组割装底煤和前部运输机前移配合装运底煤,破碎并垮落到支架掩护梁和插板上方的顶煤,在插板缩回后利用自重自动溜入后部输送机的溜槽中运出,插板完成大块煤的破碎并通过上下摆动破坏掩护梁上方由大块煤形成的临时拱式结构。
前后两部运输机平行运煤,集中到顺槽刮板运输机、胶带输送机上运出。
(二)辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资,采用1t矿车或平板车、JD-25和JD-11.4型绞车,通过轨道顺槽运至工作面。
二、移溜方式
采用推移前部运输机和拉移后部输送机的方式,推拉溜步距0.6米,弯曲段长度不小于15米,推拉方向为自下(上)而上(下)。
(一)推移前部运输机
1、采煤机向下斜切进刀切入煤壁规定截深后,按照自下而上的顺序,依次推拉刮板运输机至上端头使运输机成一条直线。
2、在采煤机向上正常割煤时,将前部运输机按自下而上的顺序追机从下端头推至22#架处。
(二)拉移后部输送机
工作面后部输送机在支架前移后处于放煤位置,待循环放煤工序结束后,将后部运输机滞后放煤口5~10架拉移一个步距。
三、煤炭的运输
1118上工作面→1118上运输顺槽→1118皮带斜巷→-750皮带巷→-750煤仓→皮带下山→上仓皮带机巷→主井底煤仓→主井→地面。
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- 1118 上综放 工作面 采煤 作业 规程
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