三人行矿业学院采煤作业规程.docx
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三人行矿业学院采煤作业规程
审批意见
会审单位及人员签字:
技术科:
年月日地测科:
年月日
通风组:
年月日 机电科:
年月日
煤质科:
年月日安监处:
年月日
副总工程师:
年月日总工程师:
年月日
作业规程复查记录
一、存在主要问题:
作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
二、处理意见:
作业规程复查记录
一、存在主要问题:
作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
二、处理意见:
作业规程复查记录
一、存在主要问题:
作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
二、处理意见:
第一章地质说明书
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表表一
水平名称
-250水平
采区名称
3100采区
地面标高(m)
+95.62~+96.64
井下标高(m)
-247.5~-273.8
地面相对位置
及建筑物
该工作面地面位于涧北村以西,为一片向北东方向援抬升的农田,工作面内无其他大型建筑物,工作面的南部有一自北向南流径的涧北河,为季节性河流,雨季有水。
回采对地面
设施的影响
本工作面回采后将会造成地面不同程度的塌陷。
井下位置及
相邻关系
该工作面井下位于3306工作面以东,3300皮带南西。
井下四邻采掘情况:
西邻3306上分层工作面已于2004年11月13日回采完毕;下分层已于2006.4.3回采完毕,东邻3305上分层工作面已于2007年11月5日回采完毕。
走向长度(m)
303~326/315
倾斜长度(m)
62~108/95
面积(m_2_)
30457.8
煤层厚度(m)
1.5~2.2/1.95
煤层结构(m)
1.5(0.02)0.43
煤层倾角(°)
1~4/3
开采煤层
3_1煤
煤 种
气煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
工作面煤层厚度1.5~2.2m,平均1.95m,容重1.35t/m_3,煤层结构复杂,在煤层中下部有一层岩性为泥质粉砂岩的夹矸,局部存在,厚度在0~0.10m之间,平均0.02m。
工作面内煤层倾角较小,约在10~40,平均30。
煤层普氏硬度系数f=2~3。
该煤层可采指数为1,变异系数30%,属较稳定的中厚煤层。
31煤层为低灰至中灰、低硫、中磷、高挥发份及发热量,富油、中等粘结性的气煤。
第二节煤层
煤 层 情 况 表表二
附图1:
工作面煤岩层综合柱状图
第三节煤层顶底板
本面为3I层煤下分层工作面,工作面煤层直接顶为由塑料网托住的破碎的粉砂岩、中砂岩岩石碎块胶结而成的人工假顶,直接底为粘土岩。
具体情况如表三所示:
煤层顶底板情况表表三
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响:
本工作面煤岩层整体呈单斜构造,产状变化较大,煤层走向在780~1200之间,倾向在3480~300之间。
本工作面煤层倾角变化较小,在10~40之间,平均30。
工作面内共揭露2条断层,落差变化较小,在0.5m~0.8m之间,它们的存在对工作面的回采有不同程度的影响。
具体情况详见断层构造表:
断层情况构造表表
断层名称
走向(°)
倾向(°)
倾角(°)
性质
落差(m)
对回采的影响
F24
40
310
60~70
正
80~120
较小
f
(1)
92
2
50
正
0.5
较大
f
(2)
18
288
50
正
0.8
较大
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩石特性
老顶
中砂岩
12.28~15.38/13.83
灰白色,致密,坚硬,以石英长石为主,垂直裂隙发育,无水。
f=5.0~6.0
直接顶
人工假顶
7.2~8.8/8.0
塑料网托住的上部为中砂岩的岩石碎块,下部为粉砂岩。
伪顶
直接底
粘土岩
0~1.25/0.80
灰黑色,泥质胶结,结构不均匀,垂直裂隙发育,富含植物根茎化石。
四
二、其它地质构造情况:
本区域内无古河床冲刷、火成岩侵入及陷落柱现象。
附图2:
工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图
第五节水文情况
一、涌水量:
正常涌水量:
1m3/h,最大涌水量:
3m3/h。
二、含水层分析:
本工作面主要含水层为3_I煤层老顶中砂岩。
该中砂岩层厚12.28~15.38m之间,平均13.83m。
根据相邻工作面、上分层回采以及本面巷道掘进过程中实际揭露资料表明,该中砂岩垂直裂隙发育,富水,一般在断层带、顶板破碎、裂隙发育处及断层带附近以淋水形式涌入巷道,由于上分层已回采顶板砂岩水已疏干。
考虑到生产用水,预计该工作面在回采过程中,正常涌水量为1m_3/h,最大涌水量3m_3/h。
工作面回采时应按设相应能力的排水设施,以免工作面积水,影响正常回采。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况:
根据地质说明书提供的资料,本工作面煤层为低瓦斯煤层,CH4相对涌出量为0.5653m3/t,CO2相对涌出量为0.2565m3/t,本面瓦斯鉴定结果为:
CH4绝对涌出量为0.142m3/min,CO2绝对涌出量为0.688m3/min,煤层可采指数为1,变异指数为30%,煤尘爆炸指数在37%~42%之间,具有强爆炸可能性;具有发火可能性,自燃发火期一般为6~12个月;地温为18oC,地温梯度为1.5oC/100m;地压显现不明显。
具体情况如表五所示:
影响回采的其他地质情况表五
二、问题及建议
1、本工作面为下分层回采工作面,煤层直接顶板为塑料网托住的岩石碎块,上部为灰白色中砂岩,下部为浅灰色粉砂岩的人工假顶。
回采时应切实加强顶板的维护,以防网破漏矸影响安全与生产。
2、本工作面煤层直接底板局部为粘土岩,该岩石遇水易变软膨胀,支柱易钻底
CH_4
绝对涌出量0.142m3/min相对涌出量0.5653m3/t,属低瓦斯煤层
CO_2
绝对涌出量0.688m3/min相对涌出量0.2565m3/t
煤尘爆炸指数
爆炸指数37%~42%,具有强爆炸可能性
煤的自然倾向性
具有自然发火可能性,自燃发火期一般为6~12个月
地温危害
地温为18_oC,地温梯度为1.5_oC/100m
冲击地压危害
地压显现不明显。
。
回采时支柱应穿鞋,以防支柱钻底,确保安全生产。
第七节储量及服务年限
一、储量:
工业储量=倾斜面积×煤层厚度×容重=30457.8×1.95×1.35=80180.2t
可采储量=工业储量×煤炭回收率=80180.2×0.95=76171.2t
二、工作面服务年限:
服务时间=可采储量/月产量=76171.2t/18635t=4.09(月)
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况:
3300采区为双翼下山开采,沿采区中部布置两条采区上下山,即3300采区轨道下山和3300采区皮带下山,两条巷道均沿煤层顶板布置;该面为3308下分层工作面,工作面采用走向长壁后退式采煤法,布置三条巷道:
上出口、运中巷、切眼。
二、工作面上出口:
3308下分层工作面上出口沿上分层假顶掘进,顶板胶结程度较完整,局部破碎,采用梯形工字钢棚支护,棚距0.7m,上净宽2.0m,下净宽2.8m,净高2.0m,净断面4.8m2。
上出口为进风、行人及辅助运输,布置运输绞车;上出口内布置Φ≥50mm的防尘管路一趟。
三、工作面运中巷:
3308下分层工作面运中沿上分层假顶掘进,顶板胶结程度较完整,局部破碎,采用梯形工字钢棚支护,棚距0.7m,上净宽2.0m,下净宽2.8m,净高2.0m,净断面4.8m2。
巷道内设防尘管路一趟,靠近上帮安设平巷运输机运煤。
四、采煤面切眼:
3308下分层工作面切眼用于布置安设循环运输机、采煤机,形成生产系统,切眼沿上分层假顶掘进,顶板胶结程度较完整,局部破碎,用梯形工字钢棚支护,棚距0.7m,上净宽2.0m,下净宽2.8m,净高2.0m,净断面4.8m2;切眼长63m。
附图3:
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺:
工艺流程:
(回临时柱)机组沿顶板割煤→挂梁(支临时柱)→至运输机尾处翻转挡煤板→(回临时柱)机组松机割底煤(支临时柱)→推移运输机→支正规柱→回柱→在滚筒窝处进刀。
1、装落煤方式:
本工作面使用DY-150采煤机组;机组沿顶板割煤到溜尾,松机割底煤,往返一次为一循环,循环进度1m,采煤机割下的煤借助弧形挡煤板自行装入工作面刮板输送机,余煤由人工装入输送机。
2、机组进刀方式:
机组采用在滚筒窝处推入式进刀方式,即机组到溜头前用人工炮采的方法提前在下角煤以上做出一个走向长度1.2m、倾斜长度1.5m的滚筒窝,并用2架3.8m的长钢梁支护好顶板,待机组松机装煤到溜头后,翻转挡煤板向溜尾牵机至滚筒窝,用液压移溜器前移溜子,机组完成进刀。
3、割煤、挂顶梁、支临时柱:
使用HDJA-1000型金属铰接顶梁,割煤后及时挂梁,顶梁上方用条笆或拉杆背顶,相互搭接合理,然后用扁肖子夹紧顶梁,用锤紧固;正常情况下,临时柱每隔2架顶梁支一棵子,顶板破碎压力大时,临时柱架架顶梁下支设。
4、回临时柱、松机、清浮煤、支设临时柱、贴帮柱:
机组沿顶板割煤到达溜尾后,先停下机组改好上角煤临时柱,翻转挡煤板,回临时柱,松机割底煤,跟机支临时柱打扫煤粉。
正常情况下,临时柱支在钢梁前端,临时柱每一节溜子支设一棵,顶板破碎,压力大时临时柱加密。
5、移刮板输送机:
使用YT-77C/1100型液压移溜器移工作面刮板输送机,沿工作面每4.5m安设一台,溜头、溜尾各安设一台,机窝处增设2台。
当机组松机够25m,停止机组和输送机运转,自溜尾向下移输送机,溜尾移够1m后,在溜尾支好压柱子,再继续松机,随松机随移溜子,溜子弯曲段长度控制在12~15m之间,中间槽扒口不超过30mm;移溜前,先在每个移溜器鞋上支好斜撑柱,拴好防倒绳,然后同时启动2~3个移溜器,由刮板运输机机尾向机头推移刮板运输机;移溜到位后,回掉斜撑柱,收回活柱杆;循环进度为1.0m。
6、支柱:
刮板输送机移到位后,先在每个移溜器档内支设2~3棵正规柱及时护顶,其余支柱及时补齐,支柱后爪支在顶梁后头第2~3个牙槽内,柱脚距刮板输送机30mm。
支柱前拉好工程线按线支设。
7、回柱放顶:
拖后支齐正规支柱段15m,即可进行分组分段回柱,分段回柱距离不得低于15m。
8、滚筒窝和角煤的落装煤工艺:
工作面滚筒窝、上下角煤采用炮采,所出的煤由人工装入刮板运输机,上角煤倾向长度7.5m,走向长度1.0m;下角煤倾向长度3.0m,走向长度1.0m,滚筒窝走向长度1.2m,倾向长度1.5m,均采用爆破落煤,人工装煤。
9、回收率:
机组司机要掌握好采高,严禁随意留顶煤,根据煤层变化,及时调整采高,保证煤炭回收率不低于95%。
二、采煤方法:
根据煤层赋存情况及巷道布置方式和现有技术装备,工作面采用单一走向长壁后退式采煤方法,采用高档普采,使用DY-150采煤机组,沿人工假顶回采,一次采全高,全部垮落法管理顶板。
该面煤层厚度在1.5m~2.2m之间,平均1.95m,该面最小采高为1.5m,最大采高为2.2m,平均采高为1.95m。
该面上、下角煤及滚筒窝采用打眼爆破的方法进行落煤,爆破要求如下:
1、采用MZ-1.2型煤电钻配侧式供水钻杆,湿式打眼,严禁干打眼,炮眼布置为五花眼,串联联线,正向装药,装药前首先清除炮眼内的煤粉,然后将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实,保证各药卷彼此紧密相接。
装完药以后,先填上小块炮泥(约50mm),再填上水炮泥,最后用炮泥封孔,用炮棍捣实,封泥长度不少于0.5m。
定炮要在打眼完毕后进行,严禁打眼定炮平行作业。
采用分组装药、分次爆破,但一组装药,必须一次起爆。
顶板完整时一次联炮个数不超过10个,顶板破碎,压力大时,一次联炮个数不超过4个,爆破时必须由专职爆破工用电容式防爆爆破器起爆,严格按照炮眼布置图和爆破说明书的要求执行。
2、炮眼布置图(附三视图)
3、炮眼特征表表六
名称
距离
(m)
位置
角度
眼深
(m)
利用率
(%)
装药量
(kg/孔)
距顶
(m)
距底
(m)
仰俯(度)
水平
(度)
上眼
0.8
0.3
1.65
5~8
80~85
1.2
85
0.30
中眼
0.8
0.95
1.0
0
80~85
1.2
85
0.30
下眼
0.8
1.65
0.3
7~9
80~85
1.2
85
0.30
序号
项目
单位
数量
说明
1
打眼工具
型号
MZ-1.2手提式煤电钻
台数
台
2
2
炮眼特征
平均深度
米
1.2
3
火药
炸药种类
2#煤矿许用乳化炸药
每孔装药量
千克/孔
0.3
循环用量
千克
4
雷管
种类
1-5段毫秒延期电雷管
循环用量
个
吨耗
个/吨
5
封泥
炮泥
粘土炮泥
水炮泥
个/孔
每孔不少于1块
封泥长度
米
填满封实
6
起爆
联线方法
串联联线
起爆顺序
1-5段顺序起爆
4、爆破说明书 表七
5、装药量:
装药量计算表表八6、炸药的规格及性能:
⑴使用2#煤矿许用乳化炸药。
⑵规格:
药卷外径:
Φ35±1mm,药卷质量:
150±5g
主要性能指标表表九
7、雷管的规格:
⑴使用8号煤矿许用毫秒延期电雷管。
⑵脚线长度:
2m。
段别及延期时间表表十
附图4:
采煤机进刀方式示意图、炮眼布置图(正、俯侧视图)三、工作面正规循环生产能力
W=LShrC=95×1.0×1.95×1.35×0.95=238t
式中:
W─循环产量t; L─工作面平均长度,取95m
项目
单位
顶眼
中眼
底眼
合计
循环炮眼数
个
16
16
16
48
每孔装药量
kg
0.30
0.30
0.30
循环用量
kg
4.8
4.8
4.8
14.4
消耗定额
kg/万t
605
殉爆(cm)
爆速(m/s)
爆力(ml)
猛度(mm)
密度(g/cm_3)
有害气体含量(L/Kg)
可燃气安全度
≥2
≥3000
≥220
≥10
0.95~1.25
≤80
合格
段别
1
2
3
4
5
延期时间ms
0
25
50
75
100
脚线颜色
灰红
灰黄
灰兰
灰白
红绿
;
S─循环进度1.0m; h─平均采高,1.95m;
r─煤的容重,取1.35t/m3;C─工作面回采率,95%。
第三节设备配置
一、设备配置情况:
工作面采煤机选用DY-150型,循环溜子采用SGW-150C型,运中固定溜子选用SGW-40T型,皮带选用SPJ-800型吊挂皮带;乳化泵选用RB80-350型,喷雾泵选用PB-120/5.5型,电煤钻选用MZ-1.2型。
二、单体液压支柱及金属铰接顶梁
(一)单体液压支柱主要技术参数:
型号:
DZ16~25/100型支柱直径:
Ф100mm
支柱初撑力90KN(11.5Mpa)额定工作阻力294.5KN。
(二)金属铰接顶梁主要技术参数:
型号:
HDJA-1000型长度:
1m
三、采煤机
型号:
DY-150采高:
1300~2500mm
滚筒直径:
1250mm 截深:
1000mm
电机功率:
150KW 灭尘方式:
内外喷雾
滚筒转速:
63r/min 供电电压(V):
660
牵引速度:
0~6m/min 牵引力:
120KN
四、工作面刮板输送机
按照输送机应满足的生产能力和采煤机型号,工作面选用SGW-150C型可弯曲刮板输送机
电机功率:
75KW 运输能力:
250t/h
电压:
660V 长度:
95m
五、运输设备
1、运中巷选用两部SGW-40T型刮板运输机,选用一部SPJ-800型吊挂皮带运输机,其中SPJ-800型吊挂皮带运输机主要技术参数如下:
电机功率:
60KW 运输能力:
350t/h
带宽:
800mm 带速:
1.63m/s
其中SGW--40T型刮板运输机主要技术参数如下:
电机功率:
40KW运输能力:
150t/h
溜槽尺寸:
1500×620×175mm
2、上出口辅助运输设备JD-11.4KW和JD-25KW绞车。
其主要技术参数如下表
主要技术参数表十一
六、工作面配电点的位置及要求:
工作面上下两巷各设一个配电点,距工作面
绞车型号
配用电机功率
电机电压
额定牵引力
配用钢丝绳
容绳量
合计
JD-11.4
11.4KW
660V
1000KN
Φ15.5mm
250m
6
JD-25
25KW
660V
1800KN
Φ15.5mm
300m
1
合计
7
上下出口不超过100m,不小于30m。
配电点必须使用不燃性材料制作的背板背顶护帮,要求清洁卫生,并且有照明,各种开关全部上架,电缆吊挂整齐;各种保护齐全并灵敏可靠,配电点突出部分与运输机或铁路保持0.7m以上安全距离。
七、乳化液泵站
㈠、泵站及管路选型、数量
泵站选用两台乳化泵RB80/350型乳化泵,一台使用,一台备用,两泵一箱,其主要技术参数为:
1、乳化泵
型号:
RB80/350公称压力:
35MPa
电机功率:
55KW电机电压:
660V
乳化液配比:
2~3%公称流量:
80L/min
2、喷雾泵
型号:
PB-120/5.5额定流量:
120L/分
额定工作压力:
5.5Mpa电机功率:
15KW
附图5:
机采工作面设备布置图。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计:
利用山东科技大学的“顶板控制设计专家系统”进行工作面顶板控制设计。
根据咨询资料提供的支护参数,本工作面支护密度为1.00棵/m2,排距1.0m,柱距0.86m,结合我矿开采三层煤的实际情况,为增大安全系数,确定支柱柱距为0.65m,排距1.0m,基本支柱的实际支护密度为1.41棵/m2,其支护强度大于咨询结果,故能满足现场的要求,是安全可靠的。
依据《咨询资料》,需要在支柱下加垫直径为214mm的铁鞋,结合我矿支护材料的现有情况,选用直径为300mm的铁鞋,当支柱钻底超过100mm时,要穿直径大于380mm以上的大铁鞋或在铁鞋下垫物料,以保证支柱初撑力达到要求。
附:
专家支护系统咨询结果:
(后附)
二、乳化液泵站:
1、泵站选型、数量:
乳化泵采用两台RB80/350型,一台正常使用,一台备用。
为提高采煤机喷雾降尘效果,采用PB-120/5.5型喷雾泵。
2、泵站位置设置:
泵站安设在3300轨道联络巷处。
3、输液管路上出口选用无缝钢管,工作面选用高压胶管,耐压均在30Mpa以上。
4、泵站使用规定:
①乳化液泵要有专人看管,开动时要按操作规程操作。
②乳化液泵要保持清洁,乳化液配比浓度要达到2%~3%,乳化液泵压力不低于18MPa,现场使用自动配比器,有检测仪器,并由专人定期检修;③喷雾泵压力保证不低于2MPa。
④泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5m,移动变电站用圆环链或绳套子固定牢固。
第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式:
根据工作面顶板专家咨询结果和开采3301、3304下分层工作面的实践经验,决定工作面采用“见四回一”的控顶方式控制顶板,全部垮落法处理采空区。
工作面使用外注式单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁支护,采用正悬臂齐梁齐柱的支护型式,挂梁用条笆或拉杆背顶;输送机机头、机尾分别使用六路双销顶梁做特殊支护。
1、机道宽度及端面距的确定:
(1)、机道宽度的确定:
机道宽度R是无立柱宽度L减去循环进度L1即R=L-L1
无立柱宽度L是由运输机溜槽宽度W,电缆槽与导轨宽度之和J,溜槽前沿与滚筒后沿的间距B,截深H,电缆槽与第一排支柱的间距E组成。
即L=W+J+B+H+E=630+290+200+1000+30=2150(mm)
机道宽度R=L-L1=2150-1000=1150(mm)
(2)、端面距的确定:
C=R-(A-B)
式中:
C---端面距R--机道宽度
A--顶梁长度B--顶梁末端至第一排支柱的距离。
当支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第2个牙口上时为270mm,则
C=R-(A-B)=1150-(1000-270)=420mm
当支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第3个牙口上时为320mm,则
C=R-(A-B)=1150-(1000-320)=470mm
平均端面距为(420+470)/2=445mm≈0.45m
2、本工作面采用“见四回一”的控顶方式,机道宽度1150mm,支柱后爪支设在顶梁靠老空侧第2~3个牙口上,则平均端面距为450mm,所以本面最大控顶距为4.45m,最小控顶距为3.45m,放顶步距为1m。
3、支柱高度的选择:
最大高度:
Hmax=Mmax-b=2.2-0.1=2.1m
最小高度:
Hmin=Mmin-b-a-s=1.5-0.1-0.05-0.1=1.25m
其中:
Hmax、Hmin—最大、最小支柱高度,Mmax、Mmin—最大、最小采高;
Mmax—按设计最大采高,2.2m;Mmin—最小采高,1.5m;
b—顶梁高度0.1m;a—支柱卸载高度0.05m;
s—顶板下沉量0.1m。
选用DZ16~25/100型单体液压支柱,支柱初撑力90KN(11.5Mpa),额定工作阻力294.5KN。
。
二、正常工作时期特殊支护形式
1、面内趄柱支设:
⑴支设方法:
放顶线一排顶梁下架架支设趄柱,柱脚距老空侧第一排正规柱不大于0.3m,柱顶紧靠正规柱。
⑵支设要求:
调整柱顶位置保证趄柱迎山有力,支设牢固;趄柱支设时力争达到90KN,若因底板松软,顶板破碎等特殊情况下初撑力难以达到90KN时,其最低初撑力不得低于50KN,如达不到50KN时,要在柱下垫铁鞋,以确保支柱初撑力合格;回柱前,在分段处新放顶线一排超前所回撤支柱1~2路顶梁下支齐趄柱后方可开始回柱。
2、临时柱支设:
⑴割煤后挂梁支临时柱:
①割煤后及时挂梁支临时柱,临时柱每隔2架顶梁支一棵,顶板破碎,压力大时架架支设;临时柱支在承压大的顶梁下;②支设或回撤临时柱时,人员应站在人行道内所支或所回支柱斜上方,在完好支护的掩护下进行操作,必须注意刮板输送机运转情况,必要时要停采煤机停刮板输送机;回撤时要远距离卸载。
⑵松机时支临时柱:
①松机时临时柱每一节溜子支一棵,支在钢梁前端,顶板破碎、
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