工作面作业规程.docx
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工作面作业规程
第一章地质概况与矿压参数
第一节工作面位置
1、井下位置及四邻采掘情况:
东邻13268工作面采空区,南邻三水平北三皮带下山保护煤柱线,西邻13264工作面采空区,北邻54800线,除北部外其他三面都已有采掘。
2、地面位置:
地面位置在东万年村及其南北。
3、回采对地面设施影响:
回采后将对地面设施、建筑物及农田造成不同程度影响,采中、采后要加强观测。
第二节开采范围及赋存状态
开采范围及赋存状态表 :
(表1—1)
项目
单位
最小
最大
平均
备注
地面标高
m
+215
+235
+212.5
底板标高
m
-320
-390
-175
埋藏深度
m
325
440
362.5
走向长度
m
1340
1340
98.58
倾向长度
m
128
138
298.5
煤层倾角
度
13
30
11
煤层厚度
m
0
2.0
3.3
5.3
1.9
4.6
全层与底层
容重
t/m3
1.75
地质储量
t
112786
可采储量
t
156325.1
95﹪
第三节地质构造
1、构造简述:
本区地质构造较复杂,工作面揭露落差大于1.0m的断
层有11条,即F1、F2……F12号断层,分别对回采都有不同程度的影响。
2、断层情况表:
(表1—2)
构造
名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对回采影响程度
F1
190°
280°
60°
正断层
1.5
影响不大
F2
182°
92°
50°
正断层
2.8
影响很大
F3
20°
110°
60°
正断层
2.3
有一定影响
F4
151°
61°
50°
正断层
1.0
影响不大
F5
14°
104°
50°
正断层
2.0
有一定影响
F6
180°
270°
60°
正断层
5.0
影响很大
F7
12°
282°
50°
正断层
2.3
影响很大
F9
24°
114°
60°
正断层
1.5
影响不大
F10
26°
116°
55°
正断层
1.5
影响不大
F11
204°
294°
60°
正断层
1.0
影响不大
F12
9°
278°
60°
正断层
1.3
影响不大
第四节煤层特征
1、煤层产状:
工作面煤层走向97°—143°煤层倾向7°—53°,倾角6°—22°,平均倾角11°。
2、煤层:
本区煤层较稳定,全层厚度3.3-5.3米,平均4.6米。
全层含夹矸两层,底层含夹矸一层,上层夹矸厚度0.05m,距大煤顶板0.3m;下层夹矸厚度0.16m,距大煤底板0.2m,煤层底层厚度0—2.0m,平均厚度1.5m,两层夹矸岩性为粉砂岩。
3、原煤指标:
(表1—3)
M(%)
A(%)
V(%)
Q(J/g)
Fc(%)
S(%)
Y
工业品牌
1.87%
18.11%
5.34%
33545J/g
79.09%
<0.5%
1
无烟煤
大煤:
煤质硬,燃点高,发热量大,低硫、磷,质优
第五节围岩性质
围岩特性表:
(表1—4)
项目
名称
厚度(m)
岩 性 特 征
老顶
中砂岩
14.0
灰白色、致密、坚硬;节理、裂隙发育。
直接顶
粉砂岩
2.0
灰黑色、节理、裂隙发育、含植物化石。
伪顶
炭质页岩
0.3
黑色、质软,含丰富植物化石。
2#煤
直接底
粉砂岩
3.0
灰黑色,较致密,含大量植物根部化石及FeS成分。
老底
中细砂岩
6.3
灰白色,以石英、长石为主,钙质胶结。
第六节同一煤层邻面矿压规律
同一煤层邻面矿压规律(根据13238工作面):
(表1—5)
项目
单位
最大
最小
平均
顶板压力
MPa
0.45
0.25
0.35
直接顶初次跨落
压力
MPa
0.31
0.25
0.28
距离
m
10
6
8
初次来压
强度
MPa
0.45
0.40
0.425
步距
m
30
20
25
周期来压
强度
MPa
0.45
0.35
0.4
步距
m
18
12
15
第七节水文情况
1、该工作面煤层埋藏深,地表水与大气降水对工作面的回采不造成直接影响。
2、本区水文地质条件简单,影响本区的水源主要为大煤顶板砂岩含水层,其富水性不均一、各向异性;在回采过程中,在断层局部裂隙发育地段,可能会有淋滴水进入工作面,恶化生产环境,预计工作面正常涌水量0.10m³/min,最大涌水量0.40m³/min,建议回采过程中应在溜子道低洼处配备相应的防排水设施。
第八节瓦斯、煤尘和自燃发火情况
1、瓦斯:
绝对涌出量0.2m³/min,属低瓦斯地区,正常通风对回采无影响。
2、煤尘:
无爆炸性,煤尘爆炸指数为2.54—9.12%。
3、煤的自燃:
无自燃发火现象。
4、地温:
地温对回采影响不大,一般为20℃-30℃,正常通风控制。
5、地压:
地压较大,应加强顶、底板和煤帮管理。
第九节切眼及两巷情况说明
1、切眼:
沿顶板掘进,规格为:
5.2m×2.6m圆木棚子支护,棚距0.5m,使用直径不小于20cm的优质圆木,在木头棚梁(中间)下打两排2.5m支柱加强支护。
2、上、下巷:
采用规格为:
2.4m×2.4(2.6)m工字钢棚子支护,棚距为0.5m。
上下两巷为沿底板掘进巷道。
局部采用规格为:
净宽×净高=3.5m×2.7mU型箍棚子支护,棚距均为0.6m。
第十节附图
1、工作面及巷道布置平面图:
附图(1-1)13236工作面及巷道布置平面示意图
2、柱状图:
附图(1-2):
13236工作面综合柱状图
3、切眼及巷道素描图:
附图(1-3):
13236工作面运料巷、溜子道实测素描示意图
附图(1-4):
13236工作面切眼实测素描图
4、两巷断面图:
附图(1-5):
13236工作面两巷断面支护图
5、切眼支护图:
附图(1-6):
13236切眼支护剖面图
十一、地质建议
1、回采过程中加强“一通三防”工作。
2、回采过程中遇地质及水文地质问题及时与技术科联系。
第二章采煤方法及工艺
第一节采煤方法
采用倾向长壁后退式采煤法。
全层煤段摸底回采放顶煤,底层段不放顶煤。
第二节采(放)高度、采放比
一、全层煤段:
1、机采高度为2m——2.1m。
2、采放比:
工作面平均煤厚为4.6m,其中机采高度为2.1m,放煤高度为2.5m,采放比为1:
1.19。
3、放煤步距的确定:
放煤步距的计算公式为:
B=h÷(k×h′)
式中:
B—放煤步距m,h—放煤高度m,h′—工作面采高m,k—顶煤松散系数,一般取k=1.2
则:
工作面放煤步距:
B=2.5÷(1.2×2.1)=0.99m
而对于FMG-150/375型双滚筒采煤机有效截深为0.6m,因此确定工作面的放煤步距为1m,两刀一放。
二、底层段:
机采高度为1.9m——2m。
第三节采煤工艺
一、工作面情况概述:
1、工作面回采走向为切眼,倾向为两巷。
2、工作面从切眼开始延长加支架,工作面共需加支架75个。
3、13236工作面为全层和底层,工作面从初采开始为全层工作面,工作面从上巷24点外43米、下巷21点外2米开始进入底层工作面。
二、全层煤段:
1、机组单向割煤工艺流程(一个循环):
工作面安全确认→自下而上拉后部溜子→机组在上端头留三角煤,斜切进刀→机组下行割煤→追机伸出伸缩梁→移架→机组割到下机头后,机组空刀上行→移前部机头→拉后部溜子机头→自下而上移前部溜子→机组到机尾割三角煤→机组空刀下行割三角煤斜切进刀→移前溜机尾→拉后部溜子机尾→机组下行割煤→追机伸出伸缩梁→移架→机组割到下机头后机组空刀上行→移前部机头→自下而上移前部溜子→后部溜子放顶煤→自下而上拉后部溜子→搞质量标准化。
2、工序说明:
(1)落煤方式:
工作面采用FMG-150/375型双滚筒采煤机割底煤,支架尾梁摆动,插板伸缩放顶煤。
(2)装煤方式:
采煤机螺旋滚筒装煤和前、后部溜子铲煤板装底煤,人工清理活煤。
(3)运煤方式:
工作面前、后部溜子单独运煤,集中到溜子道溜子和皮带运输机中运至煤仓。
(4)进刀方式:
采用端部斜切进刀,单向割煤的方式。
端部斜切进刀示意图:
附图(2-1):
13236工作面端部斜切进刀示意图
(5)支护方式:
工作面及上端头均采用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板。
下端头采用3架ZF2600/16/24型大尾梁支架密排支护顶板。
(6)移架方式:
采用分段追机作业,带压擦顶移架方式。
移架步距0.5m。
移架一般滞后机组后滚筒5m—10m,间距大于10m时停止割煤。
移架跟上后再开机割煤。
顶板破碎时,随机组前滚筒割煤随移架,割一架移一架,移架后要立即升紧支架。
煤壁片帮处,机组割煤前必须移超前架。
(7)推移前部溜子:
在移架之后进行,采用自下而上单向顺序移溜方式,移溜步距0.5m。
移前部溜子距采煤机后滚筒不小于6m,移溜滞后移架距离不小于6m。
移溜时,溜子弯曲长度不得小于12m,移溜必须在溜子正常运转过程中进行。
(8)放顶煤:
放顶煤步距1m,采用双口双轮等量放煤方式。
工作面分两个放煤段,每个段只许开放一个放煤口,分别按照由下向上的顺序逐架放煤。
第一轮粗放顶煤1/3~1/2,第二轮细放把煤放净,见矸停放。
放煤过程中要掌握好煤量,保持煤量均匀,防止压溜子。
两个放煤点间距不得小于10m,严禁相邻两架支架同时放顶煤。
机头机尾各3架端头支架严禁放顶煤。
(9)拉后部溜子:
拉后部溜子工作必须专人操作,采取自下而上单向顺序拉溜方式。
后溜弯曲长度不得小于12m,拉后溜要滞后放顶煤不少于10m,拉后溜与移架距离不少于10m。
三、底层段:
1、机组单向割煤工艺流程(一个循环):
工作面安全确认→机组在上端头留三角煤斜切进刀→机组下行割煤→追机伸出伸缩梁→移架→机组割到下机头后机组空刀上行→移前部机头→自下而上移前部溜子→机组到机尾割三角煤→机组空刀下行留三角煤斜切进刀→移前溜机尾。
2、工序说明:
(1)落煤方式:
工作面采用FMG-150/375型双滚筒采煤机割煤。
(2)装煤方式:
采煤机螺旋滚筒装煤,溜子铲煤板装底煤,人工清理活煤。
(3)运煤方式:
工作面前部溜子单独运煤,集中到溜子道溜子和皮带运输机中运至煤仓。
(4)进刀方式:
采用端部斜切进刀,单向割煤的方式。
(5)支护方式:
工作面及上端头均采用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板。
下端头采用3架ZF2600/16/24型大尾梁支架密排支护顶板。
(6)移架方式:
采用分段追机作业,带压擦顶移架方式。
移架步距0.5m。
移架一般滞后机组后滚筒5m—10m,间距大于10m时停止割煤。
移架跟上后再开机割煤。
顶板破碎时,随机组前滚筒割煤随移架,割一架移一架,移架后要立即升紧支架。
煤壁片帮处,机组割煤前必须移超前架。
(7)推移工作面溜子:
在移架之后进行,采用自下而上单向顺序移溜方式,移溜步距0.5m。
移工作面溜子距采煤机后滚筒不小于6m,移溜滞后移架距离不小于6m。
移溜时,溜子弯曲长度不得小于12m,移溜必须在溜子正常运转过程中进行。
第四节缺口及爆破作业
炮眼布置图:
附图(2-2):
13236工作面上缺口炮眼布置图
第五节循环作业图表
1、工作面采用正规循环作业。
2、全煤段每割二刀煤、移二次架、放一次顶煤为一个循环,按多循环组织。
见正规循环图表2-3。
3、循环产量:
A=L.M.D.R×95%=98.58×4.6×1.0×1.75×0.95=753.8(吨)
每日产量:
P=K.A.N=1.1×588.8×2.0=1658(吨)
服务天数:
F=轻放可采储量/日生产能力=156325.1÷1658=95(天)
上式中:
L:
工作面平均长度:
98.58mM:
平均采高:
4.6m
D:
循环进度:
1.0mR:
煤的容重:
1.75t/m³
K:
生产集约化系数,取1.1N:
每天的循环个数2.0
P:
平均日生产能力
第三章作业方式与劳动组织
第一节作业方式
一、全层煤段:
1、循环作业方式:
采用割2刀煤,移2次架,放一次顶煤,为一个循环方式。
循环进度为1m。
采用多循环作业的方式。
2、工作面作业形式:
采用“三八”工作制,两采一准,中、夜班出煤,早班准备检修;早班6∶00-14∶00;中班14∶00-22∶00;夜班22∶00-6∶00。
二、底层段:
1、循环作业方式:
采用割1刀煤,移1次架,为一个循环方式。
循环进度为0.5m。
采用多循环作业的方式。
2、工作面作业形式:
采用“三八”工作制,两采一准,中、夜班出煤,早班准备检修;早班6∶00-14∶00;中班14∶00-22∶00;夜班22∶00-6∶00。
第二节劳动组织
1、劳动组织形式:
(1)工作面采用分段综合作业的劳动组织形式,即机组正副司机三人割煤,工作面分段(每段2人)移架、移前溜、分段清理活煤、放顶煤、拉后部溜子。
(注:
底层段无顶煤,无后部溜子)
(2)上、下端头各2~3人负责移端头支架及导向梁等工作。
(3)上、下端头2人进行放顶工作。
(4)机电、运输采用专业队组织形式,负责机电设备的日常运转、维修以及皮带机道的文明生产等工作。
(5)两巷超前处理、维修采用专业队形式,负责上下巷超前支护及巷道维护、清理等工作。
(6)搞料采用专业队形式,负责物料的供应、运料系统的文明卫生等工作。
(7)支架维护采用专业队形式,负责支架的日常维护、管路维护、日常洒水等。
序号
工种
早
中
夜
合计
1
轻放支架工
3
3
6
2
采支工
8
8
16
3
班长
1
2
2
4
4
验收员
1
1
1
3
5
电修工
2
1
1
4
6
机组司机
2
3
3
8
7
溜子司机
6
6
6
18
8
皮带司机
4
4
4
12
9
泵站司机
1
1
1
3
10
看线工
0
1
1
2
11
坑代员
2
1
1
4
12
巷修与替茬工
10
0
0
10
13
支架维修工
3
0
0
3
14
大班机电工
5
0
0
5
15
机电工长
2
1
1
4
16
运料工
0
0
6
6
17
区管人员
1
1
1
3
18
其它
1
1
1
3
19
合计
41
34
40
115
2、劳动组织表:
(表3—1)
第四章顶板管理
第一节工作面支架选择与布置
一、工作面支架选择与布置:
1、工作面支架选型:
根据工作面煤层厚度平均4.6m,煤层倾角6°—22°,平均为11°。
老顶周期来压强度不大于0.4MPa,选用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板。
2、轻放支架主要技术特征:
(1)架型:
ZFZ2000-15/23D型四柱单摆秆放顶煤液压支架。
(2)支架宽度:
1220-1360mm
(3)支架中心距:
1250mm
(4)支架高度:
1500-2300mm
(5)支护强度:
0.48-0.54MPa
(6)对底板比压:
0.6-1.20MPa
(7)支架初撑力:
1407-1592KN
(8)支架工作阻力:
1905-2053KN
(9)操作方式:
本架
(10)重量:
6935Kg
(11)泵站压力:
31.4MPa
(12)支架运输长度:
4200mm×1200mm×1500mm
(13)立柱数目:
4根
3、主要参数的验算:
(1)支护强度和工作阻力:
a、估算顶板所需的支护强度:
q=K1×H×P×10-5式中:
q——顶板所需支护强度(MPa)
K1——作用于支架上的顶板岩石厚度系数,据万年矿实际取K1=6
P——岩石密度,一般取2.5×103kg/m3。
采高H=2.1m
则q=6×2.1×2.5×103×10-5=0.3(MPa)
b、支架支撑顶板的有效工作阻力:
Q2=q×F×103
式中:
Q2为支架支撑顶板的有效工作阻力(KN)
q——为估算顶板所需的支护强度
F——每架支架的支护面积
F=S×(L+C)
S——支架宽度S=1.25m
L——支架顶梁长L=2.9m
C——梁两端距C=0.34m
则F=1.25×(3.4+0.34)=4.675(m)
Q=0.3×4.675×103=1402.5(KN)
可见支架支护强度(0.48-0.54MPa)大于顶板所需支护强度(0.3MPa),支架工作阻力(1905-2053KN)大于支架支撑顶板有效工作阻力(1402.5KN)。
(2)接触比压验算:
大煤底板为粉砂岩,普氏硬度f=4-7,允许比压值一般1.96-2.16Mpa,大于支架对底板比压(0.6MPa-1.20MPa)。
(3)支架调高范围:
工作面采高要求2.1m,支架调高范围(1.5m-2.3m)符合要求。
(4)移架力和推溜力:
一般要求移架力F1=150KN-300KN
推溜力F2=100KN-150KN
对于ZFZ2000-15/23/D型轻放支架
移架力F1=D/4πP=308.1KN
式中:
D——前推移千斤顶缸径125mm
P——泵站压力取P=31.4Mpa
推溜力F2=(d/40)×πP
其中d——后推溜千斤顶内径d=70mm
F2=(3.14×70)/40×31.4=172.5KN
可见,拉架力和推溜力符合要求。
(5)工作面选用ZFZ2000-15/23D型轻放支架密排支护顶板选型合理。
二、工作面下端头支架选择与布置:
1、工作面下端头支架选择ZF2600/16/24型大尾梁支架密排支护顶板。
2、支架特征:
(表4-1)
支撑高度:
1600—2400mm
支架中心距:
1250mm
初撑力:
1700—2087KN
支架宽度:
1220-1360mm
工作阻力:
2396-2706KN
插板伸缩量:
600mm
支护强度:
0.43-0.51Mpa
伸缩梁长度:
600mm
对底板比压:
0.12-0.19Mpa
侧护板伸出量:
140mm
自重:
8800kg
支架外形尺寸:
4350×1250×1600mm
根据工作面支护强度和工作阻力计算,结合ZF2600/16/24型大尾梁支架技术参数分析,ZF2600/16/24型大尾梁支架支护强度(0.43Mpa-0.51Mpa)大于顶板所需的支护强度(0.3Mpa),支架的初撑力1700-2087KN、工作阻力(2396KN—2706KN)均大于支架支撑顶板所需的有效工作阻力1402.5KN。
工作面下端头采用ZF2600/16/24型大尾梁支架,能够满足端头支护要求。
第二节端头支护方式
一、上端头支护:
1、上端头采用4路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁配DZ-22(25)型单体液压支柱组成的支架支护顶板,柱距0.5m,排距1.0m,齐柱齐梁布置,超前工作面2m做缺口,柱排距误差不大于±100mm,所有铰接梁平行运料巷布置,倾斜长度2m。
另外根据工作面上高档段的长度采用不超过8路HDJS—1000金属双楔铰接顶梁配DZ-22(25)型单体液压支柱组成的支架支护顶板,柱距0.5m,排距1.0m,齐柱错梁布置,错距0.5米,柱排距误差不大于±100mm,所有铰接梁平行运料巷布置。
2、上端头高档段,端头支架尾梁空帮侧实行“2、3”排管理。
最大排距3排2米,最小2排1米。
上端头最大控顶距9米,最小控顶距8米。
3、上端头使一路HDJS—1000金属双楔梁铰接顶梁棚子抬住运料巷替茬下帮木梁下端头,一梁二柱连续支护,跨机头处不能打支柱时,插齐双楔,双楔梁圆肖、尖肖尖橛均朝倾斜上方使用。
下帮木梁上端头用3.2mπ型梁抬住梁头,一梁三柱打支柱。
前部溜子机头煤帮侧两根,排距1m,空帮侧一根。
4、上端头延长加支架期间,上端头轻放支架上侧不使用导向梁。
5、上端头4个支架范围必须铺设塑料顶网。
6、上段头支架前移后,及时在支架空帮双楔顶梁下支设支柱,并随放顶回收双楔梁。
二、下端头支护:
1、下端头采用3架大尾梁支架支护:
最大控顶距5.7m,最小控顶距5.2m。
2、下端头替茬范围放顶可滞后端头支架尾梁2—3m。
3、下端头使一路HDJS—1000金属双楔梁铰接顶梁棚子抬住溜子道替茬上帮十字梁上端头,一梁二柱连续支护,跨机头处不能打支柱时,插齐双楔,上下端头双楔梁圆肖、尖肖、扁肖均朝倾斜上方使用。
上帮十字梁下端头跨前部溜子机头处用3.2mπ型梁抬住梁头,一梁三柱打支柱。
前部溜子机头煤帮侧两根,排距1m,空帮侧一根。
π型梁随着移机头外移。
4、下端头紧靠端头支架使用一根Φ18cm×3.2m的优质园木做导向梁,一梁三柱支设,煤帮一根,空帮侧2根,间距1.0m。
移端头支架前先移导向梁,导向梁下打齐支柱后,再移端头支架。
5、下端头支架顶梁外沿与下巷替茬十字梁棚子间距大于0.3m、小于0.5m时,移导向梁后,及时用板梁和单体支柱进行支护,每块板梁上不少于2根单体支柱。
严禁用单梁单柱进行支护。
6、端头支架顶梁外沿与两巷替茬十字梁棚子间距大于0.5m时,每0.5m顺走向使一梁一柱双楔梁棚子,柱距0.5m,排距1.0m。
为有利于放顶截梁,金属双楔顶梁圆肖、尖肖、扁肖均朝倾斜下方使用。
7、工作面端头支架与上下金属双楔顶梁间必须背1.5m以上板梁,板梁间距0.2m—0.3m,一头担在金属双楔顶梁上,一头担在端头支架上,防止端头支架拉架后,空帮流砟。
第三节工作面支护质量要求
一、轻放支架质量要求
1、支架与溜子保持垂直,其夹角小于5°。
支架与顶板接触严实,顶空处用板梁摆架接顶,严禁空顶,机道梁端与煤壁顶板冒落高度不大于300mm。
2、支架初撑力不低于20Mpa,工作面每隔一个支架安装一组压力表。
3、支架按线移设,使支架保持一条直线,其偏差不超过±50mm。
4、支架与顶板平行支设,最大仰俯角小于7°。
5、支架不咬架,相临支架间不能有明显的高低错差。
(不超过顶梁侧护板高度的2/3)。
支架不挤、不咬、架间空隙小于200mm。
6、工作面轻放支架和上下端头大尾梁支架中心距均为1250mm。
7、支架完好不漏液,不串液,无失效零部件。
8、支架与煤壁端面距不大于340mm。
9、支架后尾梁升至合适高度,后插板伸出护住空帮,确保后部溜子顶边以上高度不低于300mm,不大于500mm。
10、移架时底板不许有杂物,支架内无浮煤、浮碴。
11、移架推溜后要保持工作面“三直一平”,煤壁无伞檐与顶底板垂直,伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200
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