2604 综放工作面作业规程119Word下载.docx
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98%≈108467.4吨
二块段面积
26237.6㎡
二块段储量
26237.6m2×
1.4T/m3≈62445.5吨
三块段面积
10556.7㎡
三块段储量
10556.7m2×
8.19m×
1.4T/m3≈121043.1吨
121043.1吨×
80%≈96834.5吨
工作面总储量
108467.4+96834.5=205301.9吨
质
煤质硬度
0.8—1.5
平均灰分
12.5%
煤质牌号
瘦煤,属优质动力煤
平均水分
1.3%
挥发份
13.87—18.94%
发热量
29.2MJ/Kg
三、地质构造
工作面地质条件简单。
2604工作面断层统计表
断层构造名称
走向
倾向
倾角
落差
性质
对回采影响程度
4F2604-2
NE30°
SW120°
60°
7m
正
影响较小
四、围岩及特征
类别
分项
主要岩石
厚度(m)
普氏硬度系数
岩性描述
顶
板
老顶
灰色中粒砂岩
7.6
f=10.5
以石英为主,暗黑色矿物次之,层面含白云母碎片,(采空区已跨落)。
直接顶
黑色砂质泥岩
4.8
f=6.37
层面含大量植物茎部化石及白云母碎片。
厚4.8m(采空区已跨落)。
伪顶
黑色泥岩
0.3~0.5
层面含大量植物茎部化石及白云母星,随采随落,厚0.3~0.5m(采空区已跨落)。
底
直接底
3.5
含砂量由上而下逐渐增多,厚3.5m。
老底
深灰色中细粒砂岩
6.5
f=8.53
上部为细粒,向下逐渐为中粒,含较多暗色矿物,钙质胶结。
煤层结构柱状图见附图1煤岩层综合柱状图见附图2
五、水文地质情况
充水因素
工作面无重大水害威胁
预计最大涌水量
5~7m³
/h
河流冲刷带
无
正常涌水量
5m³
岩浆侵入体、陷落柱
工作面无重大威胁,对回采不会造成影响
五、影响回采的其它地质情况
瓦
斯
预计工作面绝对瓦斯涌出量:
1~3m3/min
自燃
发火期
最短自燃发火期为:
119天
尘
具爆炸性,爆炸指数:
16.34%
地温
19.8°
~20.5°
C
六、工作面可采期计算
上顺槽可采期长度L1
435m
循环进度l
0.6m
下顺槽可采期长度L2
425m
日循环个数n
4个
可采期:
D=½
(L1+L2)/(n1)
179天
第二部分采煤方法及回采工艺
一、采煤方法
采煤方法
倾斜长壁,俯斜开采,综放
一段采高
2.3m±
0.1m
循环进度
底分层回收率
98%
二段采高
三段采高
0.1m
98%
放顶煤区段
45.7m
顶煤厚度
5.89
顶煤回收率
80%
一切眼102m+二切眼67m=169m
采放比
1:
2.6
放煤步距
0.6m
循环产量
1、2段(145)吨;
3段(226)吨
工作面生产系统示意图见附图3
二、回采工艺
(1)进刀方式
进刀方式
中部斜切进刀
进刀段
一切眼35#架---45#架;
二切眼55#架---65#架(可视顶板完整情况调整)
(2)回采工艺流程
1、煤机割煤、装煤→推伸缩梁→移架→煤机返刀至中部进刀→自中推溜及机尾(机头)→煤机割煤、装煤→推伸缩梁→移架→煤机返刀至中部进刀→自中推溜及机头(机尾)。
2、煤机上(下)行割煤、装煤→推伸缩梁→移架(不拉后部溜子),同时下段支架放煤→煤机割透上(下)缺口,返刀至中部进刀→自中向上(下)推溜移前部机尾(机头),同时拉下段后部溜子→煤机下(上)行割煤、装煤→推伸缩梁→移架(不拉后部溜子),同时下段支架放煤→煤机割透下(上)缺口,返刀至中部进刀→自中向下(上)推溜移前部机头(机尾),同时拉下段后部溜子→采放平行作业,一采一放为一个循环。
(3)回采工艺流程的逐项说明
A、交接班
交接班内容、事项
生产班之间
向接班人员交待清楚本班设备运行和工作情况及应该记录的情况
生产班检修班之间
生产班各设备出现的问题及检修需作的准备工作
B、拉移后部机尾(机头)
顺序
操作工序
操作要求
1
清理机头(机尾)浮煤
把机头(机尾)周围浮煤清理干净
2
改单体
保证拉槽宽度满足要求
3
拉后部机头(机尾)
拉槽时必须同支架工配合好,不可一次拉到位置,拉槽架后及端头里严禁站人
4
打单体、回梁
打单体回梁时必须逐棚作业,严格执行先打后回的原则
C、割煤(伞檐长度≤1米;
宽度≤0.2米)
打开喷雾、冷却水
冷却和喷雾装置齐全,水压、流量符合规定
启动采煤机
先发出开机信号,通知所有人员撤离到安全地点,采煤机附近无人和障碍物后方可开机
调好滚筒位置
保证工作面采高,不留底,不留伞檐
割煤
经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况,随时调整牵引速度(≤2m/min)和截割高度
D1、移架(割煤与移架之间的悬顶距离≤1.5米)
收伸缩梁、侧护板
收伸缩梁,根据顶板煤质情况,不要一次收到位置;
收侧护板时,侧护板正下严禁站人,并以相邻支架间不发生摩擦为准。
降柱
使主顶梁略离顶板
移架
移架要带压擦顶移架,并且做到快、匀、够、正、直、稳
升柱、伸出伸缩梁、打开侧护板
升柱要做到紧、稳,伸缩梁顶住煤壁,侧护板紧靠下方支架
D2、支架放煤
放煤方法
逆向间隔两轮放煤
0.6米,一采一放
打开支架后喷雾
检查喷头有无堵塞和丢失现象,喷雾效果必须良好
收插板
严禁架后站人,收插板不可一次收完,控制好放煤量
摆动尾梁
随时注意后部槽负载情况,发现超载立即停止放煤
关闭放煤口
见白色岩末或矸石立即关闭放煤口
E1、返空刀
调整滚筒位置
保证滚筒有适当的卧底量,保证把底板割平
返空刀时,牵引速度由小逐渐增大
严禁一次加大到最高速度
停止采煤机
停止采煤机必须停止牵引
关闭供水闸门,断开滚筒离合器及扳开隔离刀闸
检修时或长时间停机时,必须将下顺槽采煤机开关停电闭锁
E2、上(下)端头护顶
联网上料打单体
严格执行敲帮问顶制度,采用Φ16cm半圆木配DZ2.5-25/100型单体进行支护
串梁,改单体
严禁使用失效单体、失效梁,打好单体后,系好防倒绳,棚距严防超宽
串机头(机尾)л型梁
成对使用,及时前移顶紧煤壁
背顶
用荆笆片或背木将顶板背严、背平,严禁超高,严禁空顶
F1、中部斜切进刀
煤机至机头返刀后下滚筒至55#架
下滚筒完全切入煤壁
推35#至45#架斜切段槽
35#至45#架必须推成斜直
煤机重刀至机尾返空刀至35#架
上滚筒完全切入煤壁
斜切段槽推成一条直线
F2、拉溜
清理架后浮煤
严禁在清煤时操作支架
检查各联接部件是否齐全可靠
U型销必须齐全,严禁单插
自上而下或自下而上拉溜
严禁从两头向中间拉,防止弓槽,溜子必须在运输机空载情况下进行,拉成一条直线
拉溜完毕,手把复位
防止继续动作将后部槽拉错口
G1、推溜
检查机道内是否有杂物
发现有杂物,必须及时清理,严格执行敲帮问顶制度,严禁在空顶下作业
防止千斤顶联接销脱落挤坏电缆
推溜
各推移千斤顶要协调一致,保持平直,每次推0.2~0.3米,弯曲度不大于3度
打单体、护顶
单体必须打成一条直线,顶板背实背严,严禁使用失效单体,并系好防倒绳
G2、推移前部机头(机尾)
拉槽时必须同支架工配合好,不可一次拉到位置,拉槽时架后及端头里严禁站人
打单体回梁时必须逐棚作业,严格执行先打后回原则
H、出班
工种
准备工作
出班达到的验收标准
采煤机
顶、底板割平,不得丢伞檐煤,机身卫生打扫干净
支架
支架必须移成一条直线,架前架后架间浮煤清理干净
端头支护
上下机头处使用好四对八根长梁支护,初撑力≥40KN,棚距不得超宽,单体打成一条直线,且系好防倒绳
机电工
皮带机、运输机必须开空,卫生打扫干净,清理机头前后10米内的浮煤
(4)采煤机进刀图,见附图4
第三部分生产系统
一、概述
1、工作面巷道支护形式:
上顺槽:
工字钢梯形棚和U型棚支护,梯形棚支护规格:
梁×
腿=3.5m×
2.6m,断面面积8.31m2,长度360m;
U型棚支护规格为:
宽×
高=4.6×
3.0m,面积11.08m²
,长度75m。
下顺槽:
2.6m,断面面积8.31m2,长度243m;
,长度182m。
二、2604工作面设备配量图表见(3—1)
工作面供电系统附图5
三、生产系统
系统名称
系统路线
运煤系统
工作面→2604下顺槽→西翼皮带巷→北井底进风巷→2120转载巷→北翼皮带巷→石门二部皮带→石门一部皮带→主皮带。
运料系统
贾吕寨进风井→井底车场→贾吕寨进风井底西码→2604泄水巷→2604上顺槽→料场。
通风线路
西翼皮带巷→2604下顺槽外段二切眼
下顺槽运煤横川
→2604下顺槽里段→2604工作面→2604上顺槽→2604上順槽泄水巷→-240猴车道上车场→西翼回风巷→北艺总回风巷→吕寨风井→地面。
注浆系统
贾吕寨注浆站→注浆孔→井底注浆管→西翼皮带巷→2604工作面切眼。
供电系统
北井底变电所→移动变电站→工作面各用电点。
供水系统
贾吕寨进风井底西码清水管路→2604运输巷→运输联络巷→西翼皮带巷尾段→2604上、下顺槽→工作面各用水地点。
照明系统
2604移变→2604下顺槽配电点→工作面各照明地点。
1、通风系统(通风系统图见附图6)
通风线路
见上页第三项
通
风
管
理
1、严禁损坏通风设施,严禁将两道风门同时打开或一道风门永久敞开,风门前后及密闭前5m内严禁堆积任何物料,无淤泥积水,巷道支护完好。
2、上下顺槽堆放物料必须分类码放整齐,严禁影响通风。
3、监护巷道的测风、瓦斯、注水等牌板,不得损坏、丢失。
按瓦斯涌
出量计算
Q=100q采kch4
Q—工作面需用风量,m3/min
q采—工作面瓦斯绝对涌出量,地质说明书预报为1~3m3/min,取最大值3m3/min
kch4—工作面瓦斯涌出不均衡系数,一般机采工作面为1.2~1.6,取1.45
故:
Q=100×
3×
1.45=435m3/min
按工作面
温度计算
Q=60VSm3/min
V—采煤工作面平均风速,按空气、温度、湿度的关系,取0.9m/s
S—工作面平均断面积,为6.21m2
Q=60×
6.21×
0.9=335m3/min
按人数计算
Q=4Nm3/min
N—采煤工作面同时工作的最多人数,取50人
4—每人每分钟应供给的最小风量,为4m3/min
Q=4×
50=200m3/min
按风速计算
Vg=Q/60S=435÷
6.21÷
60=1.17m/s;
Vs=Q/60Ss=435÷
8.31÷
60=0.9m/s
得:
Vg>
Vs>
0.25m/s;
Vs<
Vg<
4m/s,符合《煤矿安全规程》第101条规定
Vg—工作面风速,m/sVs—顺槽风速,m/s
Ss-顺槽11#工字钢棚断面积,8.31m2S—工作面断面积,6.21㎡
综上所述,本工作面需用风量为435m3/min。
2、瓦斯管理
(1)瓦斯监控设施的安放和管理
地点
上顺槽
工作面
上隅角
排水泵房及绞车处
悬挂标准
维护使用
位置
距第一个汇
合风流处
10~15m
距上安全
口10m
上塘口
①距顶板≤
300mm,
②距巷道侧壁≥200mm
挂牌管理
①队负责日常维护,保证不损坏不丢失。
②每日由当班瓦检员负责向外移动
③严禁碰撞或洒水、糊埋。
报警浓度
0.7%
断电浓度
0.8%
达到0.7%停止生产,0.8%断电,浓度降到0.7%以下方可恢复生产
断电范围
上下顺槽及工作面所有非本质安全型电气设备
(2)瓦斯管理措施
序号
瓦斯管理项目
采取的处理措施
上隅角瓦斯达到0.7%时
在上端头挂导风帘,加强上隅角通风
上隅角瓦斯达到0.8%时
必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理
架后瓦斯管理
加强浮煤清理,保证通风断面风量满足生产要求
工作面各地点瓦斯管理
通风区每班派专职瓦检员巡回检查,认真填写瓦斯管理牌,瓦斯超限时,所有工作人员服从瓦检员安排
5
工作面瓦斯浓度达到0.8%、CO2浓度≥1.5%时,电动机或开关附近20m内瓦斯浓度达到0.4%时
6
工作面体积大于0.5m3的空间,局部积聚瓦斯浓度达2%时
7
执行《煤矿安全规程》有关瓦斯管理规定
3、隔爆水袋
断面(m2)
《煤矿安全规程》规定每平方巷道断面按200升水量计算
容量
(升/个)
个数
排数
排距(m)
长度(m)
说明
8.31
30
70
14
1.5
21
横向吊挂每周补水一次
下顺槽
上下顺槽隔爆水袋吊挂地点距工作面的距离为60—200m一组,上順槽2组,下顺槽2组,挂牌管理设专人检查维护,每天一次。
4、综合防尘
负责
负责全队综合防尘工作,积极搞好防尘宣传教育
维护负责人
煤壁
注水
每日检修班由采二队派3-4人专职进行,严格执行第六部分中的煤壁注水措施。
注水组组长
喷雾
系统
采煤机
安装内外喷雾,内喷雾压力≥2Mpa,外喷雾压力≥1.5Mpa。
煤机司机
支架
前后喷雾,实现降柱、移架或放煤时同步喷雾降尘。
支架工
各转载点
安设喷雾设施,喷嘴距落煤点≤0.5m,固定牢固。
各转载司机
上下顺槽
距工作面50m内分设两道净化水幕,回风口一道,迎风喷雾,覆盖全断面。
队指定专人
洗尘
生产班冲洗工作面支架上下顺槽超前支护段及各转载点20m以内的煤尘。
检修班
检修班冲洗上下顺槽的煤尘。
备注
做好个体防护,佩带防尘口罩;
喷雾系统在生产时打开,停机、检修时关闭。
5、防灭火
机电检修
杜绝失爆,严禁带电作业,严禁带电搬迁电气设备。
风门
前后5m内严禁堆放易燃物品(如油脂类)。
电缆
按标准吊挂,严禁浸水、淋水。
保护装置
各设备保护装置每日由检修班负责检修,严禁甩保护作业。
严禁割支架前梁,伸缩梁及底板,避免产生火花。
托辊
及时更换淤煤塞死及不转动的托辊,防止磨擦起火。
矿灯
严禁在井下拆卸、敲打、撞击。
油脂
必须完善保管,用后拧紧桶盖,并在队指定地点存放。
废旧棉纱
不准随意乱扔,必须放入盖严的铁桶内,由专人定期送地面处理,严禁将剩、废油泼在井巷和硐室内。
干粉灭火器
各皮带头分别配备2个,工具房2个,移变处2个,井下作业人员必须会使用灭火器。
沙箱
皮带机头、移变处各备一个,尺寸:
0.5×
0.6×
0.7m,沙箱内不少于10个沙袋。
消防水管
上下顺槽配备消防水管,上下顺槽供水管每50m安一甩头(带闸门)。
注浆管路
爱护好注浆管路,严禁挤坏、掐开、截断。
具体注浆要求由注浆队另定专项措施。
第四部分顶板管理
一、工作面支护设备及技术参数
支架说明
项目
参数
支架型号
ZFZ3200-14.4/26型
工作液介质
3%—5%乳化液
支护面积
6.375m2
尾梁长度
1.17m
支架宽度
1.43—1.6m
额定供液压力
30MPa
重量
13.44吨
支架中心距
1.5m
工作阻力
3200KN
操作控制
快速本架操作
底板比压
1.1Mpa
初撑力
2844KN
支撑高度
1.44-2.6m
外形尺寸
5500×
1500×
(1440-2600)mm
通风面积
6.21m2
尾梁摆角
50°
支护强度
0.56Mpa
移架步距
0.6m
二、工作面支护强度计算
1、支护参数校验
项目
校验计算公式
校验结果
支架工作阻力
3200>450.8×
6.375=2874KN
符合要求
支架初撑力
2844>450.8×
6.375×
80%=2299KN
0.56>450.8/1000=0.4508Mpa
校验结论
选取ZFZ3200-14.4/26型支架能满足工作面顶板支护和安全要求
表中:
450.8为采场最大压强
p=9.8NHR/1000=9.8×
8×
2.3×
2500÷
1000=450.8KN/㎡=0.4508Mpa
p:
采场压强N:
取8,支架载荷取8倍采高岩重计算
H:
煤层采高,取2.3mR:
顶板岩石容重,取2500Kg/m³
。
2、工作面顶板支护
采用4mл型梁配合单体柱支护
工作面支护
ZFZ3200-14.4/26型支架115台
3、端头及无液压支架段支护
端头支护高度为:
2.1m;
最大控顶距为:
4m;
最小控顶距为:
3.5m
机头(机尾)大棚
无液压支架支护段
靠液压支架侧支护
支护用品
4米л型梁配合DZ2.5-25/100型单体
4米л型梁配合
DZ2.5-25/100型单体
支护方式
一梁三柱
支护长度
4m
4m
支护宽度
0.5m
柱距
0.7m
0.7m
前移方式
及时前移顶紧煤壁
1、成对使用
2、始终保持一梁三柱
3、必须托住顺槽支护棚梁
1、单体柱必须成排行,柱排距不超宽
2、单体柱放液口朝老塘
1、必须及时前窜托住三角顶煤,防止三角区片帮冒顶
4、端头支护校验
校验对象
4mπ型梁配合DZ2.5-25/100型单体柱
校验计算
依据
鹤壁矿务局[1997]鹤煤生字第497号文件
P=8MRK;
N=P/Rb/Kb/K2;
A=1/NB
P:
顶板压力,t/m2;
M:
采高,为2.1m;
R:
顶板容重,为1.4t/m3
K:
安全系数取1.4;
Rb:
支柱额定工作阻力为25t;
K2:
支柱增阻系数取0.9
Kb:
支柱不均衡系数取0.9;
NP:
支护密度,根/m2;
A:
排距,m
B:
柱距,设计柱距0.5m
P=36.064t/m2=1.78根/m2A=1.12m
结论
端头最大排距0.6m<
1.12m,所以柱距0.5m,排距1.12m,符合支护安全要求;
能够满足安全生产需要。
三、工作面顶板管理
1、工作面顶板管理见附图7
2、控顶距
支架最小控顶距
L1=L=3500mm
支架最大控顶距
L2=L+Lx=4100mm
L:
支架顶梁长度为:
3500mm
Lx:
前梁长度为:
600mm
四、工作面上下顺槽、缺口管理
上下顺槽距工作面
10m范围内
10-20m范围内
替棚10m
联锁双抬棚
超前加固
支护用品规格
3.5mл型梁配合DZ2.5-25/100型液压单体支柱
DZ2.5-25/100型液压单体支柱
一梁三柱
一梁一柱
隔一棚加固一棚
柱距
1.5m
1m
1m
支
设
位
置
上
顺
槽
两端距梁头200mm各支设一根单体柱,另在梁中间打一根单体柱
距上帮0.7米,距下帮0.7米
距上帮0
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- 2604 综放工作面作业规程119 工作面 作业 规程 119