8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程

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8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-1-8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程第一章工作面概况第一节工作面概况1、地面位置:西史村北2、井下位置:工作面位于81采区3、地面标高:902~905m4、工作面标高:439~469m第二节工作面四邻情况、采掘情况及影响范围1、工作面四邻、采掘情况:东接71采区胶带运输巷,西面是8103里段,南面是8105设计工作面,北面是8102工作面。2、回采对地面设施的影响:工作面回采时会造成地表的塌陷。第三节工作面参数及储量本工作面外运巷长412米(可采长度为288.5m),外风巷长411.1米(可采长度为287.9m);工作面外切眼长212.8m,煤层总厚5.8m,容重为1.45t/m3,回收率为93%,则:工作面工业储量、可采储量和可采期为:工业储量:1/2(288.5.2+287.9)×212.8×5.8×1.45=51.6(万吨)设计采出量=工业储量×93%=51.6×93%=48(万吨)可采期:[1/2](288.5+287.9)÷(0.8×4)=90(天)其中:0.8为循环进度,4为日循环个数8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-2-第二章地质情况第一节煤层赋存特征该面所采3#煤,赋存于二叠系山西组地层中下部,为陆相湖泊型沉积;在本工作面范围内,煤层厚度稳定,煤厚5.80米。煤层含有五层夹矸,下部最厚的一层夹矸厚度为0.2米。煤层结构0.3(0.1)0.65(0.05)0.35(0.03)1.3(0.15)1.6(0.2)1.07,可采指数Km=1,变异系数为8.42%。本工作面煤层为低磷、低硫,中灰,具粘性,高发热量,为优质动力用煤。其它指标如表2—1和表2—2表2—1煤质状况表MAVQFcSY工业牌号1.2414.8814.78580069.10.285.5PM表2—2普氏硬度表普氏硬度(f)煤层夹矸直接顶直接底1~32~33~83~8第二节地质构造情况整体上看,该工作面是一个由东向西倾斜的单斜构造。从三维地震勘探相关地质资料及相邻巷道揭露地质情况分析,煤层倾角为2°~10°之间。工作面掘进时揭露断层F288H=3.5m∠60°。第三节围岩及其特征围岩及其特征见表2—3所示。煤(岩)层综合柱状图见图2—18103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-3-表2—3围岩及其特征围岩名称岩性厚度(m)岩性描述老顶粉砂岩3.50-7.00灰色、细粒,主要成分为石英、长石。5.25直接顶细粒砂岩2.21-6.15黑色、性脆、致密,含植物化石4.18直接底细粒砂岩1.00-1.60黑色、致密,含植物化石。1.33老底泥岩1.10-2.10灰色、细粒,主要成分为石英、长石。1.60第四节瓦斯、火、煤层情况1、煤层瓦斯:属高瓦斯矿井。2、煤层:具有爆炸性。3、煤的自燃:不易自燃煤层4、冲击地压与应力集中区域危险性:地压正常。5、地温:地温正常。第五节水文地质情况该工作面回采老顶第一次垮落后,顶板砂岩含水层水将涌入工作面,根据掘进情况分析可能涌水量较大,充水因素主要是3号煤层上部的顶板含水层和K8、K10号砂岩含水层中的水。预计工作面在回采过程中,一般涌水量在10~20m³/h,瞬时最大涌水量为30m³/h。工作面至运巷水仓段回采时,积水排入运巷水仓,由水仓直接排至71/1#水仓;水仓口往外回采时,积水排至71/2#水仓。在风、8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-4-运两巷低洼处以及运巷水仓处,应安装排水能力不小于60m³/h(一用一备)的排水设施,保证正常排水。第三章采煤方法及其工艺流程第一节工作面巷道及设备布置1、工作面巷道布置工作面由西向东,沿走向推进。走向长度:运巷为412m(可采长度为288.5m),风巷为411.1m(可采长度为287.9m);(工作面巷道布置图见图3—1所示)2、工作面巷道支护特征运巷为5.0×3.5m的矩形断面全锚(网)支护巷道,两帮分别为4根Φ22×L2000mm高强度螺纹钢锚杆,顶板为6根Φ22×L2400mm高强度螺纹钢锚杆,排距为1000mm,每隔3m在顶板布置2根Φ18.9mm的预应力锚索;风巷为5.0×3.5m的矩形断面全锚(网)支护巷道,两帮分别为4根Φ22×L2000mm高强度螺纹钢锚杆,顶板为6根Φ22×L2400mm高强度螺纹钢锚杆,排距为800mm,每隔2.4m在顶板布置2根Φ17.8mm的预应力锚索;巷道断面、支护形式如下表3—1所示。工作面巷道断面图见图3-2所示。表3—1巷道支护状况表巷道名称支护型式净断面支护规格排距主要用途设备运巷全锚网17.5㎡矩形5.0×3.5m800mm进风、运煤列电皮带风巷全锚网17.5㎡矩形5.0×3.5m800mm回风、进料绞车等3、工作面设备布置及技术特征工作面设备布置及技术特征见表3—2所示。工作面设备布置平面图见图3—3所示。第二节采煤方法8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-5-本工作面采用走向长壁、后退式综合机械化低位放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。工作面外切眼长212.8m,底分层采高3.5±0.1m,循环进度0.8m,顶煤平均高度2.3m,外切眼放顶煤区段平均为207m,底分层回收率都为98%,顶煤回收率为85%,一采一放为一个循环,则循环产量为:外切眼:Q=Q采+Q放Q采=212.8×3.5×0.8×1.45×98%=847tQ放=207×2.3×0.8×1.45×85%=470t故,Q=Q采+Q放=847+470=1317t第三节采煤工艺1、循环工艺1)进刀方式本工作面采用端部割三角煤斜切进刀,进刀距离45m。2)推溜、移架方式本工作面推溜、移架全部为支架内手把操作。3)采放比、放煤方式、放煤步距、端头顶煤回收方式采放比为1:0.66,利用支架尾梁摆动的低位放煤方式,放煤步距0.8m,端头顶煤随采随落。2、工艺详细说明及要求1)回采工序推前部运输机采煤机割煤、装煤→移架→→拉后部运输机放煤→老塘顶板自行垮落8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-6-2)说明①割煤、装煤、运煤本工作面采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒采煤机(滚筒截深0.8m),正常割煤时,前滚筒调高在上部割煤,后滚筒在下部割煤。采煤机滚筒旋转时,煤被滚筒上的截齿破碎下来,并由螺旋叶片装入前溜,少量煤在推前溜时被铲煤板装入溜内,极少量散落在支架与前溜间的浮煤,由人工装入前溜内。(采煤机进刀示意图见图3—4所示)工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载,经转载机,由皮带运出。②移架本工作面采用ZF8000/20/38型低位放顶煤液压支架(端头尾为ZFG9600/23/38),操作方式为手动快速操作移架,移架步距0.8m。移架紧跟采煤机前滚筒进行,及时支护顶板,局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时超前移架控制顶板。移架滞后采煤机前滚筒5m进行(局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时超前移架)。操作顺序为:收逼帮板、侧护板——降前梁——落后柱——落前柱,然后以前溜为支点,向前移架。移架后,立即升紧前后立柱、前梁,最后打出逼帮板、侧护板。操作要求:收侧护板时,侧护板正下方严禁站人,并且与相临支架不咬、不啃;移架要带压移架,做到快、匀、正、直、稳;升柱时要达到支架初撑力的要求;打出逼帮板。顶板最大控顶距:Lmax=L+Lx+Ld+D=2920+1550+800+324=5950mm顶板最小控顶距:Lmin=L+Lx+Ld=2920+1550+324=5150mm式中:L--------支架顶梁长度2920mmLx--------前梁长度1550mmLd--------支架端面距324mmD--------采煤机截深800mm8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-7-③推前溜、拉后溜(SGZ—830/2×400)推前溜滞后采煤机后滚筒15m进行,拉后溜滞后放煤20m进行。操作要求:推前溜、拉后溜时,相邻五组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作,输送机不能出现急弯(其弯曲段长度不得小于30m)。推、拉完毕后,手把必须及时回零,保证前、后溜成直线。严禁停机时进行推拉溜作业,防止前、后溜带回煤发生压溜及卡、漂链事故。④放顶煤移过支架、后部刮板输送机正常运转(即高速运转)时,方可放煤,一旦输送机停止(或低速)运转时,应立即停止放煤。i、初次放顶煤工作面回采初期,顶煤比较完整,放煤较困难。为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤标准,可采取以下措施:放慢割煤速度,增加顶煤空顶时间;反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层;两端头附近的顶煤可同时升降数组支架,使其破碎垮落。ii、正常放煤a.放煤工艺:采用三人三轮顺序放煤法b.放煤步距:0.8m,即一刀一放c.放煤操作:收回插板,操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置(保证放出的顶煤落入后溜中)。可多次反复伸收尾梁,使大炭破碎。放煤结束后收起尾梁,伸出插板,插板与后溜间距在300—500mm之间,对后溜进行遮掩,防止大块矸石落入后溜。第一放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/3~1/2;相隔10~20架,第二名放煤工进行第二轮放煤,见矸停放。一般情况下,两轮放完,特殊情况下放第三轮。iii、放煤管理:1)由地测部门监督,风、运两巷及工作面每隔50m向顶板打钻探煤厚,以利于生产过程中的顶煤回收管理。2)一般情况下每班固定三名专职放煤工。放煤时必须做到架架见矸,并严格见矸关窗,既要保证回收率,又要保证煤质。8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-8-3)放煤时,注意煤流中矸石涌出情况,防止大块矸石涌入后溜。放煤完毕后,及时伸出插板挡矸。4)放煤工在机尾段放煤时,应均匀缓慢。5)采煤机割至机尾段应放慢割煤速度,以防紧跟拉架造成支架后顶煤涌入后溜造成负荷过大。6)后溜司机要随时观察后溜煤量,防止后溜负荷大而发生压溜或断链事故。7)加强现场监督检查,最大限度提高顶煤回收率。8)严格执行《王庄煤矿回采工作面回收率考核标准》。⑤运煤工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载,经转载机、由皮带运出。第四章顶板控制管理及支架说明书第一节工作面支架支护说明1、支架选型验算1)矿压参数预测i、根据矿采煤科提供的相似工作面矿压数据为:直接顶初次垮落步距为20~30m,老顶初次跨落步距为40~55m,周期来压步距为13~15m。回采期间采场最大压强为686KN/m2。ii、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算,采场最大压强为:P=9.8Nhγ/1000其中:P:采场压强N:取8(按要求,支架载荷取8倍采高岩重计算)h:煤层的采高,取3.5mγ:顶板岩石的平均密度,取2500kg/m³故,P=9.8×8×3.5×2500/1000=686KN/m2综上所述,本工作面支架的支护强度应大于686KN/m2。2)支架说明书(见表4—1所示)8103(外)低位放顶煤综采工作面作业规程-9-表4—1ZF8000/20/38型放顶煤支架说明书项目参数项目参数支架型号ZF8000/20/38支撑高度/m2~3.8m支护面积/m27.65通风面积/m210.338支架宽度1.43—1.60支架中心距1.5m重量/kg25500操作控制快速本架操作工作阻力/KN8000KN初撑力/KN6972KN底板比压1.87支护强度/Mpa0.85工作介质4%--5%乳化液额定供液压力/Mpa31.5尾梁摆角68.23°移架步距0.8m3)支护参数校验支架工作阻力:8000kN686×7.65=5247.9kN符合要求支架初撑力:6972kN686×7.65×80%=4198.32kN符合要求支护强度:0.85MPa0.686MPa符合要求综上所述,选取ZF8000/20/38型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。2、工作面支护排头架ZFG9600/23/387组(排头3组排尾4组)中间架ZF8000/20/38135组;3、两巷超前支护运巷:采用一梁两柱+π型梁支护1)支护长度:动态保持30m2)棚距0.8m风巷:采用一梁两柱+π型梁支护1)支

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