工作规范综采工作面作业规程正文.docx
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工作规范综采工作面作业规程正文
第一章概况
第一节、工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置
81102工作面位于+787水平一采区内,工作面标高为+788.5—+842.1m,平均标高为+815.3m,该工作面走向长度为1207m,倾向长度为180m,面积为217260㎡,81102工作面东部为尚未掘进的81104工作面,南部为东回风、东胶带、东轨道大巷,西部为杨林头村庄刘家垴、杨林头村、风井广场保护煤柱(阳煤地字[2009]50号),北距本矿矿界20米。
二、地面相对位置
81102工作面地表位于杨林头村庄以东,横跨前头沟和泉沟。
地面标高为+1151—+1260m,平均标高为+1205.5m。
(见附图2)
三、回采对地面的影响
由于对应的地面无设施,故回采对地面无影响。
四、工作面相邻的采动情况以及影响范围
81102工作面为+787水平北翼采区的首采工作面,进回风巷顶板和煤帮的压力都相对不大。
第二节煤层
一、煤层厚度
81102工作面所采的煤层为81#煤层,煤层厚度为1.7—2.4m,平均厚度为2.02m,总体变化情况不大。
二、煤层产状
该工作面总体形态是走向为北高南低的单斜构造,煤层倾角2º~10º,平均6º。
三、煤层情况
81102工作面的煤层属于简单结构煤层,不含夹石,呈块状,以镜煤为主,其次暗煤、丝炭,属光亮型煤,煤层的可采系数为1,变异系数为9%,煤层总体稳定。
四、煤质情况(表1)
Mt(%)
Ad(%)
Vd(%)
Qnet,ar(MJ/kg)
Fc(%)
St,d(%)
工业牌号
2.3
14.60
9.17
6890
76.23
0.59
WY3
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板(表2)
顶板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
基本顶
细砂岩
3.58
灰色,成分以石英为主,少量云母,泥质胶结,具水平层理。
直接顶
砂质泥岩
5.08
性脆,断口参差状,夹粉砂及细砂岩条带,具水平层理。
伪顶
不发育
二、煤层底板(表3)
底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
伪底
不发育
直接底
泥岩
1.20
性脆,断口较平坦,含黄铁矿,比重较大。
82#煤层
1.57
煤层,以镜煤为主。
基本底
砂质泥岩
4.07
含大量植物根茎化石,砂质泥岩中含砂不多。
三、工作面地层综合柱状图(见附图1)
第四节地质构造
一、断层
掘进该工作面过程中,共揭露8条断层(见附图3),具体如下:
(表4)
构造
名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对回采的影响程度
F1
N50ºE
SE
30º
正断层
0.8
无影响
F2
N70ºW
NE
50º
正断层
1.1
预计向工作面延伸20米
F3
N30ºE
NW
40º
正断层
1.8
预计向工作面延伸20米
F4
N40ºE
SE
50º
正断层
1.1
无影响
F5
EW
S
40º
正断层
0.8
预计向工作面延伸20米
F6
SN
E
45º
正断层
1.4
预计向工作面延伸15米
F7
N40ºE
NW
27º
正断层
1.5
预计向工作面延伸20米
F8
SN
E
20º
正断层
0.5
预计向工作面延伸20米
二、陷落柱
1、81102工作面掘进过程中进风巷遇X10、X13陷落柱、回风巷遇X11陷落柱,预计X13对回采影响很大、X10对回采无影响。
2、预计81102工作面在回采过程中会出现隐伏陷落柱。
三、其他因素
根据81#煤层的沉积特征,预计在回采过程中会出现煤层沉积变薄区。
第五节水文地质
一、含水层的分析
本面水文地质条件简单,主要充水因素为山西组砂岩裂隙含水层。
1)K7砂岩裂隙含水层:
位于81号煤之上,是开采81号煤的直接充水含水层,厚度变化较大,裂隙不发育而且裂隙多被泥质充填。
2)3#煤顶板砂岩裂隙含水层:
是开采81#煤的间接充水含水层。
据坪头勘探区山西组混合抽水试验资料,水位标高1003.07~799.49m,单位涌水量0.0004~0.0281L/s•m,渗透系数0.0015m/d,山西组砂岩裂隙含水层组富水性弱。
二、工作面涌水量
根据掘进过程中沿煤层瓦斯抽放钻孔出水资料,预计本面回采过程中正常涌水量3m³/h,最大涌水量20m³/h。
防治水措施:
在工作面开采时应配备不低于40m³/h能力的排水设施,以便及时排除工作面积水。
第六节影响回采的其他因素
(表5)
其他因素
特征
瓦斯
绝对瓦斯涌出量:
58m³/min
煤尘
不具有爆炸性
自燃
不具有自燃发火倾向性,不易自燃
抗压强度
(MPa)
煤层
夹矸
直接顶
老顶
直接底
38.1~70.1
63.8~127.4
38.1~70.1
地质部门对回采的建议:
1、钻孔D—390钻孔为1959-1960年原山西省煤管局阳泉矿务局119队施工,其81#煤层底板标高与实测81#煤层底板标高误差较大,说明书编制过程中未采取该钻孔资料,有待在实际开采过程中进一步核实81#煤层底板标高。
2、81102工作面进回风巷共揭露八条断裂构造,断层附近顶板破碎,建议提前采取措施,加强顶板管理工作。
3、工作面开采时应配备不低于40m³/h能力的排水设施,确保工作面低凹处积水及时排出。
4、工作面开采过程中,如遇煤层沉积变薄区、软煤带,预计瓦斯浓度会增大,建议通风部门在沉积变薄区、软煤带及以外30米范围内向推进方向设计补打瓦斯卸压孔。
第七节储量及服务年限
一、储量(表6)
走向长(m)
倾斜长(m)
面积(m2)
煤厚(m)
容重(t/m3)
工业储量(t)
回采率(%)
可采储量
(t)
1207
180
217260
2.02
1.37
601245
95
571183
二、服务年限
根据公式:
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=1207/129.6=9.3(月)
其中,月设计推进长度的计算为:
月设计推进长度=月生产天数×每天正刀循环总数×循环进尺×正规循环系数=30×8×0.6×90%=129.6m
第二章采煤方法
本工作面采用倾向长壁一次采全高的采煤方法,采用全部垮落法管理工作面顶板。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
81102工作面开采一采区81#煤,此工作面为倾向长壁布置,工作面进回风顺槽、尾巷、切巷均沿81#煤层顶板布置。
二、采煤工作面进风巷
81102进风巷为矩形断面,掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护,帮部采用锚杆+网+木托板支护,进风巷道净宽4.3m,净高2.6m,断面积11.18m2,主要用于该工作面的进风、运煤、运料。
进风巷内布置有规格:
DN80型的压风管和静压水管各一路,DN50型乳化液管和排水管各一路,布置在皮带机上方。
靠采帮处敷设轨道,并在靠近工作面的地点设有设备列车,安设移动变电站、乳化泵站等设备;靠煤柱帮安设桥式转载机和胶带输送机;巷中吊挂电缆线。
三、采煤工作面回风巷
81102回风巷为矩形断面,掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护,帮部采用锚杆+网+木托板支护,进风巷道净宽4.3m,净高2.6m,断面积11.18m2,主要用于该工作面的回风、运料。
巷内布置有:
DN80型的压风管和排水管各一路,DN50型静压水管一路,巷中敷设有轨道。
四、采煤工作面尾巷
81102尾巷为矩形断面,掘进时顶部采用锚杆+网+W钢带+锚索联合支护,帮部采用锚杆+网+木托板支护,巷道净宽4.3m,净高2.6m,断面积11.18m2,主要用于该工作面的回风用。
五、采煤面切眼
81102切巷为矩形断面,掘进时采用钢带锚索锚杆塑钢网联合支护,进风巷道净宽6.0m,净高2.4m,断面积14.40m2,其内安装有工作溜、支架、采煤机。
六、81102工作面布置平面图及巷道断面图(见附图3)
第二节采煤工艺
一、采煤方法
81102工作面采用倾向长壁一次采全高的综合机械化采煤方法。
本工作面煤层厚度平均2.02m,采煤机可采高度1.60~3.00m,支架高度1.50~3.20m,工作面有效采高控制在2.4m;煤机滚筒截深为0.6m,确定循环进尺为0.6m,采煤机割煤高度2.4m,一次采全高。
二、回采工艺:
双滚筒采煤机双向割煤,在工作面端部斜切进刀,往返一次进两刀,螺旋滚筒配合刮板输送机铲煤板装煤,刮板输送机运煤;液压支架支护顶板,全部垮落法处理采空区。
三、采煤工艺流程(见附图4)
采用端头斜切进刀方式进行割煤,即在两端头自开缺口斜切进刀,进刀距离25m,采高控制在2.4m左右,每刀进度0.6m,正常情况下采煤机牵引速度控制在3—5m/min。
进刀顺序为:
(一)采煤机割透端头后,调换滚筒上下位置,改变采煤机牵引方向,随工作溜弯曲段切入煤壁,随后追机移架、推溜、移机头或机尾。
(二)当采煤机斜切进刀后,停止割煤,调换滚筒上下位置换向牵引割三角煤。
(三)割透端头后,采煤机再次调换滚筒位置,换向牵引,拉空刀至进刀处正常割煤,追机移架、推溜、移机头或机尾。
四、割煤过程中应注意以下事项:
(一)如果遇到工作溜负荷大,采煤机要减速或停止割煤,严禁超速割煤。
(二)一般情况下,必须按煤层坡度沿顶底板割煤,不割顶底板。
在遇到小型构造,可适当调整坡度(最大不能超过15o)。
构造过完后,尽快找到顶底板沿顶底板割煤。
(三)采煤机运行过程中,正副司机要配合好,正司机要站在采煤机操作按扭旁,掌握开停,用遥控器控制速度和前滚筒位置,应注意支架顶梁,严禁采煤机割顶梁。
副司机站在采煤机后摇臂3米范围外用遥控器控制后滚筒情况。
(四)机组割两端头时,先停机检查端头煤壁处有无杂物,有杂物先清除。
工作人员站在5m以外有掩体的安全地点,机组司机站在机身落山一侧掩体后操作,以防锚杆甩出伤人。
牵引速度适中,锚杆松动后,切断采煤机电源闭锁工作溜,专人监护站在可靠支护下取出松动的锚杆后,方可开机割煤。
(五)机组割煤时,回风侧严禁有人,回风横贯至风门间安设栅栏上锁,钥匙由工作面跑片瓦检工掌握,割煤期间禁止人员入内。
(六)在有突出危险的工作面,机组向机头方向割煤时,下风侧不得有人;需要移架时,必须先停机组然后移架再割煤。
四、正规循环生产能力计算
=180×0.6×2.4×1.37×0.95=337.3(t)
式中:
W—工作面正规循环生产能力,t;
L—工作面平均长度,m;
S—工作面循环进尺,m;
h—工作面设计采高,m;
—煤层密度,t/m3;
c—工作面采出率,%。
第三章设备配置
一、采煤机
采煤机选用MG—250/600AWD型,功率600KW,采高1.6~3.0m,额定电压1140V,截深0.6m,牵引速度:
0—12m/min,滚筒直径:
1600mm,调速方式:
交流变频调速,牵引力580KN,最大截高3023mm,下切深度349mm。
二、液压支架的主要技术特征:
1、液压支架
工作面安装有121架型号为ZZ-4200/1.5/3.2的支撑掩护式液压支架
额定供液压力:
31.5MPa
高度:
最低1500mm;最高3200mm
宽度:
最小1430mm;最大1600mm
额定初撑力:
3770KN
额定工作阻力:
4200KN
对底板比压(平均值):
1.9MPa
支护强度:
0.7MPa
适应角度≤12°
2、单体液压支柱
型号:
DZ—2.8DZ—3.15DZ—2.5
伸缩行程:
800mm
额定工作载荷:
250KN
额定工作液压:
318Kg/c㎡
油缸直径:
100mm
泵站压力:
31.5MPa
初撑载荷:
11.8~15.7T
底座面积:
109c㎡
三、运输设备
1、刮板运输机
运输机型号:
SGZ-764/630(中双链)
1)电机功率:
315KW
2)运输能力:
900T/h
3)链速:
1.12m/s
4)电压:
1140/660V
5)长度:
200m
6)冷却方式:
水冷
7)中间槽尺寸:
1500×764×305mm
2、桥式转载机一部,其型号:
SZZ-764/132(中双链)
1)电机功率:
132KW
2)运输能力:
1000T/h
3)电压:
1140V
4)链速:
1.33m/S
5)转速:
1480r/min
3、破碎机一部,型号为PCM—110,技术参数为
1)破碎能力:
1000t/h
2)外型尺寸:
3540×1785×1740mm
3)破碎锤头数:
4个
4)电机功率:
110KW
5、可伸缩带式输送机两部,型号为SJJ—1000/160,技术参数为
1)电机功率:
160KW
2)运输能力:
800t/h
3)传动滚筒直径:
630mm
4)带宽:
1000mm
5)带速:
2.5m/s
6、辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD—25、JD-11.4型调度绞车,JM—14型回柱机,JW75B型梭车,其主要技术参数如下:
JD—25型调度绞车,其主要技术参数如下:
1)型号:
JD—25
2)静拉力:
18KN
3)钢绳直径:
15mm
4)转速:
1470r/min
5)电机功率:
25KW
6)钢绳速度:
0.773—1.399m/s
7)绳容量:
400m
8)滚简直径:
550mm
JD—11.4型调度绞车,其主要技术参数如下:
1)型号:
JD-11.4
2)静拉力:
9.8KN
3)绳径:
12.5mm
4)绳速:
26---72m/min,平均44m/min
5)绳容量:
400m
6)滚简直径:
550mm
7)外形尺寸:
1100×765×730mm
JM—14型调度绞车,其主要技术参数如下:
1)型号:
JM—14
2)静拉力:
140KN
3)绳径:
22mm
4)平均绳速:
8.7m/min
5)绳容量:
150m
6)减速比:
175
7)滚简直径:
550mm
8)功率:
18.5KW
JW75B型梭车,其主要技术参数如下:
1)型号:
JW75B
2)最大牵引力:
80KN
3)电机功率:
75KW
4)速度:
双速,0.67/1.12m/s
5)绳径:
22mm
6)滚简直径:
1200mm
四、泵站
1、泵站及管路选型、数量
乳化泵选用WRB—200/31.5型两台,喷雾泵选用PWB—55/6.3型一台,注水泵3ZSB—135—17型一台,瓦斯移动泵ZWY—110/132型一台,主要技术参数如下:
1)乳化泵:
型号:
WRB200/31.5
公称流量:
200L/min
公称压力:
31.5MPa
电机功率:
125KW
2)喷雾泵:
型号:
BPW320/10M
公称流量:
320L/min
公称压力:
10MPa
电机功率:
75kW
3)注水泵:
型号:
3ZSB—135—17
额定流量:
102L/min
额定压力:
15MPa
电机功率:
30kW
4)瓦斯移动泵:
型号:
ZWY—110/132
最大抽速:
110m3/min
极限真空:
160hPa
电机功率:
132kW
第四章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
1、预计工作面矿压参数参考表(表7)
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
4.76-5.30
5.08
基本顶厚度
m
2.84-5.10
3.58
直接底厚度
m
1.10-1.45
1.20
2
直接顶初次垮落步距
m
8-20
8-20
3
初
次
来
压
来压步距
m
50-60
50-60
最大平均支护强度
kN/m2
510
510
最大平均顶底板移近量
mm
100--120
100
来压显现程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
12--25
15--25
最大平均支护强度
kN/m2
470
470
最大平均顶底板移近量
mm
100
100
来压显现程度
明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
451
451
最大平均顶底板移近量
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
基本顶级别
级
I
I
10
巷道超前影响范围
m
20
20
2、经验计算支护强度
支架支护强度
式中:
Pt—工作面合理的支护强度,kN/m2;
h—采高,m;
—顶板岩石容重,kg/m3,一般可取2.5×103kg/m3;
k—工作面支架上覆岩层厚度与采高之比,一般为4~8,根据具体情况合理选取。
取8倍采高计算。
经验计算支护强度:
Pt=9.81×2.40×2.5×103×8=470.88KN/m2
3、现场实测工作面初次来压时最大平均支护强度Pt=510KN/m2
4、工作面条件与支架适应条件对照表(表8)
项目
工作面实际条件
支架参数
采高/m
2.4
1.5~3.2
倾角(°)
2°-10°
≤12°
煤厚/m
1.7-2.4
3.2
硬度f
6
≤10
支护强度/(kN.m-2)
510
630-690
底板比压/(kN.m-2)
18000
320
顶板类(级)别
I级一类
支撑掩护式
5、支护设备选择
81102工作面支架共121架,型号为:
ZZ—4200/1.5/3.2,从进风到回风顺槽依次编号为1~121号支架。
根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出,该工作面选用ZZ—4200/1.5/3.2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,证明选用该类支架能满足要求。
二、两巷超前支护支护强度验算
超前段支护在静压状态下顶板载荷:
=2500×0.81=2.025(kN/m2)
其中
=2.11(m);
=2.51(m)
进、回风超前段顶板载荷:
(动压影响一般取静压时的2-4倍,这里取3)
Q进、Q回=3×Q顶=3×γ顶(RP—H/2)=3×2025=6.075(kN/m2)
顶板总压力:
F顶=L×a×Q进=20×4.3×6.075=522.45(kN)
进风锚网支护:
F锚网=n补×N破η=10×230×10%=230(kN)
单体柱承载的顶板压力:
F单=F顶-F锚网=522.45-230=292.45(kN)
Pt=F单/S=F单/(a×L)=292.45/(4.3×20)=3.4(kN/m2)
式中:
γ顶—顶板岩石平均容重,kg/m3;
η—补强锚索的支护效率,%;
RP—塑性区半径,m;
Q顶—静压情况下顶板载荷,kN/m2;
Z—巷道埋藏深度,m;
R0—矩形巷道外接圆半径,m;
—内摩擦角,取45°;
C—粘结系数,取4;
H—巷道高度,m;
a—巷道宽度,m;
L—超前维护距离,取20m;
Q进、Q回—进、回风超前段顶板载荷,kN/m2;
n补—补强锚索的根数,根
N破—补强锚索的破断力,kN;
F锚网—进、回补强锚索风承载力,kN;
F单—进、回风单体柱承载的顶板压力,kN;
Pt—进、回风顶板载荷,kN;
支柱实际支撑能力可以采用下列公式进行计算:
=0.99×0.95×0.9×0.95×1.0×250=201.03(kN)
式中:
Rt—支柱实际支撑力,kN;
R—支柱额定工作阻力,kN;
k—支柱阻力影响系数,可以参考表9。
支柱阻力影响系数表(表9)
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.5
增阻系数kz
0.95
0.85
0.7
不均匀系数kb
0.9
0.8
0.7
采高系数kh
<1.4m
1.5~2.2m
1.5~2.2m
1.0
0.95
0.95
倾角系数ka
<10
11~25
26~45
1.0
0.95
0.9
注:
表中系数根据矿压观测成果统计,适应一般工作面条件。
合理的支柱密度,可以采用下列公式进行计算:
=3.4/201.03=0.02
式中:
n—支柱密度,根/m2;
Pt—进、回风巷顶板载荷,kN;
Rt—支柱实际支撑能力,kN/根。
实际支柱密度:
=(50+50)/[(20+20)×4.2]=0.60
式中:
n实—实际支柱密度,根/m2;
n总—超前实际支柱总数,根;
S—超前支护面积,m2;
根据计算结果,知n实>n,满足支护要求。
三、选择合理的控顶距
在满足安全生产的前提下,控顶距不得大于0.34m。
四、计算柱鞋直径
柱鞋一般选用圆形铁鞋。
根据支柱对底板的压强应小于底板允许比压的原则,采用下列公式计算铁鞋的直径。
=200×1.24=247(mm)
式中:
—铁鞋的直径,mm;
Q—底板比压MPa。
五、乳化液泵站的选择
1、泵站及管路选型、数量
乳化泵选用WRB200/31.5型两台;高压输液管路选用高压胶管。
2、泵站设置位置
泵站安设在进风顺槽距离工作面80~150m的位置,并随工作面的推进跟设备列车前移。
3、泵站使用规定
要保证泵站压力大于30MPa,乳化液浓度3%~5%,要加强支架与乳化液泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。
第二节工作面顶板控制
工作面安装支架总数121架,支架型号为:
ZZ—4200/1.5/3.2型支撑掩护式支架,支护宽度为:
1.43—1.60m,支护面积为:
4.995m2,支架中心距为1.50m,工作面最大控顶距为4530m,最小控顶距为3930m,放顶步距为0.6m。
一、正常工作时期顶板支护方式
液压支架采用邻架操作,及时支护的移架方式,移架步距0.6m。
推溜滞后采煤机后滚筒不少于15m,并确保弯曲段长度不小于15m。
(一)移架顺序为:
1、正常情况下,移架滞后采煤机下滚筒3—5架进行,降架幅度控制在0.2m以内,移架时,应观察好周围环境,操作时缓慢送液,移出支架后,端面距不大于0.34m。
当顶板破碎、煤帮松软或滚帮大时,停止采煤机和工作溜运行,采用提前移架、支顺巷板梁等方式维护顶板,移架采用带压移架的方式进行。
2、端头移架时,利用顺槽的回柱机先拉住工作溜的机头(机尾)或用单体柱顶住机头(机尾),再将与端头架相邻的两架支架推移千斤伸出,然后移架;移架时回柱机钢丝绳牵引区内及后5米严禁有人,移架人员要站在邻架立柱间的安全地点,其他人员必须全部撤至距移架处5m以外的安全地点,且必须停止工作溜运行,机头移端头架还必须停止桥转机运行。
3、移架时,严禁人员站在推拉板上和从支架下面通过,且观察人员要站在有掩体的安全地点,防止架间掉矸伤人。
4、支架移出后必须成一直线,如遇移架千
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