综采工作面作业规程.docx
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综采工作面作业规程.docx
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综采工作面作业规程
【2009】汾西矿业集团(有限)公司新阳煤矿
作业地点:
7217综采工作面
采第(3)号
作业规程
施工单位:
综采二队
施工负责人:
殷国裕
编制:
邢智军
审核:
张瑞忠
批准日期:
2009年10月
汾西矿业集团(有限)公司新阳煤业
7217综采工作面作业规程
说明
一、本规程包括封面、作业规程说明、会审纪要、会审意见、目录、正文、附图七项内容,共计92页,其中正文68页,附图17页,其余7页。
二、正文内容共八章。
会审纪要
规程名称:
7217综采工作面作业规程
会审时间:
2009.10
会审地点:
生产技术科
主持人:
参加人员:
总工程师:
生产矿长:
生产副总:
安全副总:
生产科长:
调度室:
机电区:
运输区:
通风区:
安监处:
劳人科:
企管科:
计划科:
地测科:
供应科:
运销站:
电讯中心:
队长:
会审意见:
以上意见,均已按要求做了修改、补充。
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
7217工作面是一次采全高综采工作面。
本面开采二叠系山西组2#煤层。
工作面走向长858m,倾斜长106m,平均采煤厚度2.2m,可采储量213840吨。
工作面标高+725~745m。
具体位置及井上下关系如表一所示。
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
上水平
采区名称
七采区
地面标高
+850~+930m
井下标高
+718~765m
地面的相对
位置
位于西槽村西600米处,本区地面多为低山丘陵,地表均被黄土覆盖,冲沟发育。
回采对地面设施的影响
回采造成地面裂隙,塌陷等。
井下位置及与相邻关系
此工作面南为302工作面采空区,东为719工作面(1#、2#煤回采完毕),北为七采皮带轨道上山保安煤柱,西为715工作面(1#、2#煤回采完毕)。
走向长度
858m
倾斜长度
106m
面积
90416m2
第二节煤层与煤质
本工作面设计开采煤层为2#煤,通过地质资料分析,具体情况:
所开采二叠系山西组2#煤层,煤厚2.1~2.4m,平均为2.2m,属稳定可采煤层。
煤层结构2.2m,煤层倾角0~12o,平均2~3o。
煤质情况表二
A
V
S
Y
工业牌号
16.22%
24.81%
0.35%
7
JM
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表三
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
老顶
中砂岩
5.0
白色长石、石英砂岩
直接顶
1#煤顶板跨落胶结物
2.0~10
矿泥岩胶结物
伪顶
灰质泥石
0.~0.3
黑色炭质泥岩
直接底
砂岩泥岩
4.0
灰色砂质泥岩
附图1-1:
7217工作面地层综合柱状图(见图)
第四节地质构造
概况:
本工作面走向北东,倾向南东的单斜构造区,根据上分层及掘进资料,工作面揭露三个陷落柱及三条断层。
陷落柱、断层产状及对回采的影响程度详见下表表四
序号
断层名称
断层产状
影响程度
走向
倾向
倾角
性质
落差
1
F7217-1
62°
152°
65°
正断层
0.9米
较大
2
F7217-2
110°
20°
70°
正断层
2.5米
很大
3
F7217-3
90°
0°
60°
正断层
2.0米
很大
陷落柱名称
陷落柱产状
1
Z7217-1
35×22㎡
很大
2
Z7217-2
70×45㎡
很大
3
Z7217-3
20×50㎡
很大
第五节水文地质
(一)7217工作面水文地质概况:
本工作面水文地质条件简单,主要充水含水层为上部K8砂岩含水层,由于1#煤层已回采,对本工作面回采影响不大。
1#煤层采空区内有积水,在掘进过程中部分已探放,预计剩余积水量100~300m3,因此在回采过程中在两巷及工作面低凹处,淋水较大应加强探放水;下伏K4灰岩含水性强,但距2#煤层较远对回采影响不大。
(二)涌水量预计
预计本面最大涌水量0.5m3/min,正常涌水量0.1~0.2m3/min。
(三)防治水措施
1、建立畅通的排水系统,在两顺槽分别安装一路Φ89mm排水管路,各水仓处分别安装一台排水能力分别不低于30m3/h、扬程50m的水泵。
2、做好清淤工作,每班设专人及时清理巷道中淤煤,确保两巷畅通。
3、一旦发生水淹巷道事故,要按既定避水灾路线撤人,同时向调度室和有关领导汇报。
4、加强矿压观测和水文地质观测,做好预测预报。
第六节影响回采的其它因素
本矿井为低瓦斯矿井,煤尘具有爆炸性,爆炸指数为24.19%,工作面煤层无自燃倾向性,在回采过程中需加强“一通三防”工作,确保安全生产。
第七节巷道布置
1、巷道支护形式:
根据本工作面所施工巷道穿越的煤(岩)层和围岩情况,结合我矿掘进支护经验,确定本工作面所掘巷道沿2#煤下分层布置时全部采用金属单铁棚支护,棚距800mm,“四、八”盘帮构顶,顶板铺菱形金属网,联网距250mm,棚腿叉角80°。
2、材、运两巷:
一切眼块段内材、运两巷棚梁为矿11#工字钢*3000mm,腿矿11#工字钢*2600mm,柱窝深度193mm。
二切眼块段内材、运两巷棚梁为矿11#工字钢*3300mm,腿矿11#工字钢*2600mm,柱窝深度193mm。
3、铺网:
金属用12#铅丝编制的50*50mm菱形网,规格为长*宽=3200*800mm(3500*800mm),铺网时要网与网对接,用16#铅丝双股对折,将相邻的两片网联接起来,联网距不超过250mm,联网必须扭够三圈。
4、切眼:
一切眼一次成巷,二切眼分二次成巷,一切眼采用架棚支护方式,棚梁为矿11#工字钢×2700mm,腿矿11#工字钢×2400mm,“四、六”盘帮构顶,柱窝深度176mm;二切眼采用锚杆、锚索、W钢带、单体液压支柱联合支护,上分层采空段采用6m的工字钢梁一梁四柱布置方式支护。
附图1-2:
7217综采工作面材运巷(一、二切眼)断面图。
架棚及锚杆支护参数表
名称
项目
材、运巷(架棚)
车场及皮带机头巷(架棚)
切眼
大断面
小断面
一切眼
二切眼
断面
掘进㎡
9.57
8.94
10.4
7.66
14.47
净㎡
8.22
7.52
8.8
6.34
13.2
宽
上宽
掘(㎜)
3400
3100
3700
2800
6200
净(㎜)
3000
2700
3300
2400
6000
下宽
掘(㎜)
4319
4020
4580
3719
净(㎜)
3999
3700
4195
3399
高
掘(㎜)
2510
2510
2510
2350
2350
净(㎜)
2350
2350
2350
2190
2190
盘帮勾顶(根)
顶(㎜)
8
6
8
6
帮(㎜)
4
4
4
4
巷道形状
梯形
梯形
梯形
梯形
距形
柱窝深度㎜
193
193
193
176
棚腿叉角
80°
80°
80°
80°
第八节储量
储量:
本面设计回采率为95%。
一切眼工业储量=368×106×2.2×1.35
=115853(吨)
二切眼工业储量=347×106×2.2×1.35
=109242(吨)
总工业工业储量=一切眼工业储量+二切眼工业储量
=225095(吨)
一切眼可采储量=115853×95%=110060(吨)
二切眼可采储量=109242×95%=103780(吨)
总可采储量=一切眼可采储量+二切眼可采储量
=213840(吨)
第二章采煤方法
第一节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法:
单一走向长壁后退式综合机械化采煤法,全部垮落法管理顶板。
本工作面煤层厚度平均2.2m,支架高度1.2~2.9m,工作面有效采高控制在2.2m;煤机滚筒截深为0.6m,确定循环进尺为0.6m,煤机割煤高度2.2m,一次采全高,煤厚小于采高时,沿顶破底。
2、回采工艺
回采工艺流程:
中部斜切进刀落煤→割煤→装煤→运煤移架→推溜→清煤。
工作面落煤和装煤采用MG250/600—AWD型电牵引双滚筒采煤机,其中采煤机滚筒直径1.4m,截深0.6m,工作面选用SGZ—764/630型刮板输送机,顺槽采用SZB-730/75型桥式转载机和DSP-1040型胶带输送机运煤。
采煤机在运行中自动把破落的煤装入刮板输送机,由工作面刮板输送机运出工作面。
二、落煤方法
1、采煤机的进刀方式
采用从中部斜切进刀方式,倒“8”字型单向割煤,采煤机在中部进刀后向端部割煤,割通端头后向中部返刀扫浮煤,并在中部再次切入煤壁向另一端部割煤,返回中部时扫浮煤。
采煤机扫浮煤时,应将前后滚筒放下沿底板运行。
采煤机向下(上)割入中部煤壁后,距采煤机10架正常移架推溜,使得刮板运输机弯曲段不少于15m,将两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,通过15m的弯曲段至35m处,使得采煤机达到正常截割深度(即0.6m)。
按要求推移刮板运输机至平直状态。
附图2-1:
采煤机进刀示意图。
附图2-2:
割煤顺序示意图。
2、采煤机正常切割。
采煤机向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。
采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。
三、其他工序:
1、割煤与装煤
采用MG250/600—AWD型电牵引双滚筒采煤机割煤,根据工作面综合运输能力及拉架速度、顶板条件,确定采煤机牵引速度控制在0—3m/min。
2、运煤
采煤机在运行中自动把破落的煤装入输送机,由工作面输送机到桥式转载机和胶带运输机上运出。
3、移架
(1)移架前的准备:
A、及时清除架前架内的浮煤碎矸及其它妨碍推溜的障碍物。
B、检查电缆、液压管路以及支架与溜槽连接装置,有无弊卡、挤压等现象,发现问题及时处理。
C、移架前要仔细观察顶、底板情况,如有冒顶、塌陷等妨碍移溜时,需先处理好之后,方准移架。
D、移两端头的支架时,应先检查工作面运输机的机头、机尾的连接与锚固是否良好,支护是否正常等。
(2)移架操作:
A、采煤机后滚筒割过后3~5m,应及时追机移架支护(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架),移架必须依次逐架进行,移架步距为0.6m,割煤与移架的间距过大时,要及时通知采煤机司机放慢割煤速度或停机等待。
B、操作人员操作移架时,严禁所移支架内及两侧站立人员。
C、支架降架前移时,可同时操作降柱和移架手柄,待支架移动后,应将降柱手柄搬至中间位置使之擦顶移架,以利于维护顶板和提高移架速度。
D、在移架降柱时不宜降得太多,并使顶梁处于水平状态。
E、移架时速度要快,要一次到位,并应随时调正支架,使移后支架成一直线,并与底板垂直。
F、移架时如发现阻力过大,应迅速查明原因,并采取相应措施,严禁硬拉。
G、需要调架和扶正支架时,在移架过程中,可操作侧推千斤顶等进行调整。
H、支架移到新位置后,要迅速搬动升柱和平衡手柄,使顶梁水平或前端略高一点接触并支撑住顶板,并使支架处于正常工作高度范围之内。
I、支架最大仰俯角小于7º,相邻支架高低错差不得超过顶梁侧护板高度的2/3。
J、支架排列成直线,偏差不超过+50mm,中心距不超过+100mm。
4、移溜
A、当采煤机由端头向中部扫浮煤时,滞后采煤机后滚筒10~15m依次移溜。
移溜时要注意几架协调操作,不能使溜子弯曲过大,运输机弯曲段长度不得小于15m,移溜步距0.6m,同时移溜的液压支架为3~5架。
B、推溜时每次推移200mm,分3次推移到位,严禁一次推移到位,当推移不动时,必须查明原因,妥善处理后再推,严禁硬推。
C、当仰采或俯采时,每一循环内工作面输送机上翘或下扎不得超过100mm。
D、推溜时要保证推移步距,推溜后要保证溜子平直。
附图:
工作面移溜示意图
5、清煤
移溜后及时将架间、推溜千斤顶槽内浮煤清理干净及立柱柱窝内的矸石或浮煤上溜运走。
每循环对工作面及机头机尾人行道的浮煤全面清理,保证上下出口及人行道畅通,液压支架底座前方无浮煤。
6、移两端头的支架和移机头机尾:
采煤机割通端头并向中部返刀后,先移两端头的支架,后移中间架,移动步距均为0.6m。
两端头的支架要与工作面支架拉齐,机头(机尾)与移动后的工作面输送机成一直线。
六、提高回采率的措施
1、严格按采高要求采煤,采高误差不得超过±100mm,上部要沿2#煤顶板推进。
2、当遇地质变化致使煤层变薄时,在该段要沿顶板采煤,煤层厚度不足2.2m时,可适当降低采高,不得破顶破底(最低采高不得低于1.8m)。
3、定期清理上下顺槽、机头机尾出口及工作面支架内的浮煤,并把浮煤装入运输机。
4、工作面必须采到设计停采线位置,及时停采,严禁在工作面私自留设顶底煤。
5、遇特殊地质构造需改变工艺时,要执行有关临时补充措施。
七、提高煤质的措施
1、采煤机司机根据煤层赋存情况掌握好采高,沿煤层顶底板割煤,严禁割顶、割底。
割出的顶底板要平整,并及时移架防止发生漏冒顶影响煤质。
2、当发生冒顶或漏顶事故时,要及时停止工作面运输机和采煤机,采取措施管理顶板。
有大块矸石时,各转载环节要及时停机打碎拣出,不得混入煤流中运出。
3、不准把两巷构木、废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件等废旧物品混入煤中运出。
4、大块石头必须及时捡出扔到落山,严禁大石头上皮带。
5、采煤机和各转载点的喷雾要做到开水开机,停机停水,煤量水分过大时适当降低喷雾量,以防煤中水分超标。
6、防尘用水应保持喷雾方式,停止生产后,防尘用水要立即关闭。
支架液压管路及工作面供水管路出现漏液、漏水现象要及时处理。
两巷及工作面积水由专用排水管路排出,不得排入煤流中。
7、若遇特殊地质构造致使不可避免破顶底板回采时,在满足生产需要的前提下,严格控制破岩量,以保证煤质。
第三章顶板管理及支护
第一节支护设计
一、顶板管理方法:
采用自然跨落法管理采空区顶板,选用ZY3200/12/29L型掩护式液压支架护顶。
二、工作面机头、机尾端头支护:
1、支护方式
工作面机头、机尾两端头采用ZY3200/12/29L型液压支架配合单体支柱支护顶板。
两端头支架与巷道超前维护成对梁支护,一梁三柱支设,单体支柱排距为0.8m,柱距与巷道内超前支护相同,落山侧补支两排,共8根切顶点柱,每循环及时回收,其切顶线滞后工作面切顶线不得超过0.5m。
上下端头因推移输送机不能保证一梁三柱时,最少也应保证一梁二柱,待输送机推移到位后,及时补为一梁三柱。
上下端头单体支护随工作面推进在切顶点柱的掩护下迈步前移,最后再回点柱放顶处理采空区。
2、回采过程时,必须根据该面的生产实践及上、下端头及出口的实际情况,及时地修改、补充加强工作面上下端头及出口支护的相关措施,报请矿总工程师批准,以确保安全生产。
三、两巷超前维护方式:
1、超前支护距离
两巷超前支护距离不小于30m,支护距离从工作面煤壁算起。
但两巷受采动影响矿压显现明显时超前支护长度必须随之加长。
2、超前支护形式
两巷超前支护采用DZ-25(28)型单体支柱配用3.2m兀型梁支护,具体形式为:
3.2m兀型梁平行于巷道分两排布置,兀梁梁头对接,兀型梁距两帮均为400mm,柱距为800mm。
装载机机头处可根据实际情况适当调整,以推移转载机时能通过为准。
材运两巷采用套棚加强支护的铁棚要随超前支护的架设而提前回收,回收时先在所回收梁前后均匀支设Φ180×3000mm的棚板维护顶板,再按两巷回收方法回收铁棚,回收铁棚够架设一架超前支护的距离时,按超前支护架设方法架设齐全超前支护,再循环作业直到超前支护架设长度达到规定要求为止,运巷超前支护一但受机头大架的影响不能支设三排支护时,最少也应支设一排临时戴帽点柱护顶,以便达到本规程要求的超前支护长度。
在材料巷距工作面5m范围内超前维护由原来的两排增加为3排,材料巷在距原超前支护中间增设一排点柱,用DZ—25(28)型支柱支设,逐循环迈步移支,运输巷根据实际情况支设,支护方式同材料巷。
附:
工作面支护及两巷超前支护图
3、超前支护工程质量:
(1)单体支柱必须排成直线,且迎山有力。
(2)超前支护的单体柱必须垂直顶、底板,打成一条直线,打在兀型梁与工字钢“十”字交叉处。
(3)单体支柱必须挂好防倒钩,以防倒柱掉梁伤人。
(4)单体支柱必须穿φ300mm铁鞋支设,而且必须加在实底上。
(5)单体支柱初撑力不小于6.5Mpa。
(6)单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。
(7)工字钢必须接顶严密,若接顶不严,须用构木等勾严背实,兀型梁与工字钢“十”字交叉处必须加垫构木,以防受力滑移。
(8)超前支护范围内巷道高度不得低于1.8m,并有不小于0.7m宽的人行道。
(9)超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水,电缆悬挂整齐。
(10)发现漏液或失效支柱要及时更换。
(11)回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点,且必须摆放整齐。
四、特殊条件下的顶板管理:
Ⅰ、初次来压及周期来压期间顶板管理
1、工作面安装准备形成生产系统后,要对设备逐台进行试运转,对出现的问题及时处理,经有关单位验收合格后开始生产。
2、初采前,必须按规程要求支设好端头和超前维护。
3、初采、初放期间,各有关部门要派专人到现场跟班监督,严把支护质量和工程质量关,发现问题及时处理。
4、来压期间,采高要严格控制好,不得超高。
5、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象,泵站压力不小于30MPa,支架初撑力不小于24Mpa。
6、必须加强端头及两巷超前支护,保证安全出口畅通。
超前支护距离可根据矿压显现情况适当加长。
7、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出,并保证顶梁接顶严密,若煤壁片帮严重或顶板较为破碎,应在前滚筒割过煤后及时伸出伸缩梁护顶。
必要时应在割煤以前超前拉架。
如超前拉架后端面距仍超过规定,应在支架顶梁上挑棚板支护。
8、因故不能及时移架,必须及时伸出伸缩梁护顶或在煤帮支设戴棚板点柱,柱距为1.5m。
9、顶板破碎时,带压移架,严禁把相邻的两架支架同时降下。
10、来压期间,应积极组织,加快工作面推进度,以尽快摆脱压力影响。
11、必须保证工作面直线度,以防产生局部应力集中。
Ⅱ、工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理
1、首先及时将拉槽、冒顶处两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶,必要时将支架超前拉出,或在煤帮平行于工作面支设单体柱木梁棚,以防冒顶范围向两边扩展。
2、在拉槽、冒顶地段,先在煤帮挖好柱窝,视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.6m木梁,然后垂直煤壁在木梁上用棚板勾顶,棚板一端支在支架顶梁上,另一端支在木梁上,待支架拉出挑住木梁后再回掉单体支柱。
五、液压支架支护强度验算
1、支架支护强度P1=0.53MPa
经验计算支护强度:
Pj=8×M×r=8×2.2×2.4×9.8×1000
=413952Pa=0.4139MPa
式中:
M-----采高,取2.2m
r------岩石容重,取2.4T/m3
由计算结果知:
支架支护强度P1>Pj,因此工作面支护强度满足要求。
2、支架底板比压验算:
采区底板比压值P1=19.31MPa,支架底座箱对底板比压P2≤0.68~19.31MPa,即P1>P2。
故所选ZY3200/12/29L型掩护式液压支架能够满足顶底板管理的需要。
3、顶板压力计算:
根据公式:
P=8(4~8)MYT/㎡
式中:
M-最大采高2.2m
Y-顶板岩石容重2.4T/m3
即:
P=8×2.2×2.4=42.24T/㎡
工作面最小支护密度(最大控顶距):
D=9/(4.6×0.8)=2.4(根/㎡)
支柱载荷计算:
按公式:
N=P/D
即:
N=42.24/2.4≈18(吨/根)
DZ-25单体液压支柱额定工作阻力245kN。
N<245kN=25T
根据计算结果,支柱的实际工作阻力小于支柱的额定工作阻力,故支柱选型正确.
3、支护设备选择
7217工作面选ZY3200/12/29L型掩护式液压支架,共72架,从运输顺槽到轨道顺槽依次编号为1~72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ZY3200/12/29L型掩护式液压支架,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ZY3200/12/29L型掩护式液压支架能满足要求。
工作面条件与支架适应条件对照表表二
工作面条件
支架适应条件
采高
2.2
1.2~2.9m
煤厚
2.2m
2.9
底板比压
18MPa
1.7MPa
支护强度
0.4193MPa
0.53MPa
顶板种类
I级一类
掩护式
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
直接顶厚度
m
2~10
2~10
老顶厚度
m
5
5
直接底厚度
m
4
4
2
直接顶初次垮落步距
m
18
18
3
初
次
来
压
来压步距
m
28--30
28--30
最大平均支护强度
Mpa
0.53
0.53
最大平均顶底移近量
mm
20--50
35
来压程度
不明显
不明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
12--16
12--16
最大平均支护强度
Mpa
0.5
0.5
最大平均顶底移近量
mm
50
50
来压程度
不明显
不明显
5
平
时
最大平均支护强度
Mpa
0.32
0.32
最大平均顶底移近量
mm
100
100
6
直接顶悬顶情况
m
0
0
7
底板容许比压
MPa
18
18
8
直接顶类型
类
1
1
9
老顶级别
级
I
I
10
巷道超前影范围
m
20
20
液压支架主要参数及技术特征表表三
序号
项目
支架参数
单位
ZY3200/12/29L
1
最小高度
1200
㎜
2
最大高度
2900
㎜
3
支架宽度
1430~1600
㎜
4
支护面积
5.5
㎡
5
中心距
1500
㎜
6
额定压力
31.5
MPa
7
初撑力
2616
KN
8
工作阻力
3200
KN
9
支护强度
0.53
MPa
10
对底板比压
1.29
MPa
11
推溜力
179
KN
12
移架力
455
KN
13
移架步距
700
㎜
14
操作方式
本架操作
15
支架重量
12820
kg
16
安装数量
72
架
二、最大、最小控顶距
最大、最小控顶距:
工作面直接顶为矿泥岩胶结物,顶板相对稳定,工作面支架端面距不超过为340mm
L小=D+E
L大=D+E+S
其中:
D——液压支架顶梁长度,取3676m
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