综采工作面作业要求Word文件下载.docx
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距地表垂深为54m~204m;
11071综采工作面上部地表无民用建筑。
回采对地面
设施的影响
井下位置
及四邻关系
上部为风氧化带、下部为11073采面(未形成)。
北面为111运输石门,南临采区边界。
走向长度/m
550
倾斜长度/m
70
面积/m2
38500
第二节煤层
工作面煤层情况见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度/m
平均2.26
煤层结构/m
0-1层夹矸
煤层倾角(度)
43
开采煤层
7#
煤种
焦煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
该采面煤层赋存稳定,从已掘露的机、风巷煤层变化情况分析,采面部分地段一层含夹矸,夹矸厚度为0.3~2.2m。
第三节煤层顶底板
煤层的顶底板均为粉砂之泥岩,顶板厚度21m,底板厚24m.
第四节地质构造
一、地质构造情况
该采面地质构造简单,无断层影响。
二、其他因素对回采的影响
因采面部分地段含夹矸,夹矸厚度不稳定,最后的地方达2.3m,夹矸厚度大的地方对回采有一定影响。
第五节水文地质
水文地质条件:
该采面范围内水文地质简单,井下水主要来源于地表降水,但回风巷接近地表,且局部地点透老窑,小窑采空区情况不明,所以在回采中必须坚持“先探后采”的规定。
第六节影响回采的其他地质情况
根据贵州省煤田地质局实验室2011年1月提交的煤的自燃倾向等级鉴定报告、煤尘爆炸性鉴定报告。
7#煤层属不易自燃煤层、7#煤尘具有爆炸性。
7#煤层具有突出危险性。
第七节储量及服务年限
一、储量
(一)工作面工业储量:
132000(t)。
(二)工作面可采储量:
126000(t)(采出率为95%)。
二、工作面服务年限
工作面服务年限=126000t/30000t(t/月)=4.2月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面运输巷
巷道断面规格尺寸:
巷道为矩形断面,净宽4.2m,巷道净高2.6m、毛断面为10.7m²
、净断面9.45m²
。
支护形式:
永久支护采用锚网加锚索支护。
二、工作面回风巷
巷道为矩形断面,净宽为3.5m,中净高2.6m,毛断面为8.76m²
、净断面8.0m²
永久支护采用永久支护采用锚网加锚索支护。
附图:
工作面及巷道布置平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、11071综采工作面采用走向长壁后退式采煤法,全部垮落法处理采空区。
2、落煤方式:
工作面采用MG200/720-AWD型双滚筒采煤机落煤,截深0.6m,并从上向下移架推溜;
3、装煤方式:
采用MG200/720-AWD采煤机组螺旋滚筒叶片和SGZ730/320型刮板输送机的铲煤板装煤。
4、运煤方式:
工作面用SGZ764/320型刮板输送机运输,11071运输巷采用一台SGB-620/40T型刮板输送机,一台SPJ-800型皮带机运输;
111运输石门采用一台SPJ-800型皮带机运输;
运煤上山采用一台SGB-620/40T型刮板输送机和一台SPJ-800型皮带机运输。
5、支护形式:
工作面采用ZYT16/350型掩护式支架支护顶板。
最大控顶距5.8m,最小控顶距5.2m。
设备布置及支护示意图
6、进刀方式:
端头斜切进刀,割煤方式为下行割煤,上行跑空刀,往返一次割一刀。
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
W=70×
0.6×
2.5×
1.4×
0.95=140(t)
式中W—工作面循环生产能力,t;
L—工作面长度,70m;
S—工作面循环进尺,0.6m
h—工作面采高,2.5m;
γ—煤的容重,1.4t/m3
C—采出率,95%
第三节设备配置
一、液压支架
工作面支架选用ZYT16/350型液压支架49架支护顶板。
支架型号:
ZYT16/350掩护式液压支架
高度:
(最低-最高)1.6/3.5
宽度:
(最小-最大)1.42/1.59m
中心距:
1.5m
初撑力P=31.5MPa
工作阻力P=39.7MPa
对底板比压(前端)0.65/1.15MPa
支护强度:
0.5/0.6MPa
移架步距:
600mm
泵站压力:
31.5MPa
操作方式:
本架控制,先移架后推溜。
二、采煤机
型号:
MG200/720-AWD(1台)
采高:
1.4/2.8m
截深:
滚筒直径:
1800mm
滚筒转速:
44.36r/min
牵引力:
2×
220KN
牵引速度:
0—6m/min—12m/min
牵引方式:
摆线轮—销轨无链牵引
机重:
约23吨最大解体
尺寸:
长度不大于4470mm,重量小于13吨
机面高度:
850mm
卧底量:
360mm
摇臂摆动中心距:
5170mm
适用倾角:
小于35度,带制动器
变频装置:
三、型号:
KBT80/380M型防爆矿用四象限变频器(2台)
功率:
160KVA
电压:
1140/380V
频率:
5—83.3HZ
四、型刮板机主要技术参数(1部)
型号:
SGZ730/2×
160
形式:
端卸式,中双链,整体铸焊,封底式
运输能力:
700t/h
刮板链速度:
0.94m/S
刮板链:
刮板链规格:
2—φ26×
92mm
刮板间距:
1104mm
破断拉力:
850KN
电动机:
型号YBSD160/80—4/8
形式:
双链,水冷1台
160/80KW
1140/660V
转速:
1480/735r/min
中部槽:
长1500mm,内宽:
688mm,
高260mm,中板厚25mm,底板厚:
16mm
五、乳化液泵(2台)
GRB315/31.5
公称压力:
公称流量:
315L/min
曲轴转运:
650r/min
电机功率:
200KW
总重量:
4800Kg
工作液:
3—5%乳化液
第三章顶板控制
一、工作面顶板管理
1、工作面安装50组液压支架,其中ZY3400/12/28型液压支架43组,ZYG3400/13/32型端头支架7组,本架操作,割煤后立即支护顶板;
采面下安全出口往上未安设综采支架部分采用DZ25—30/100型单体液压支柱配合锯齿形的工字钢梁以及铰接顶梁联合支护回采空间,工字钢梁长4m;
支护要求:
工字钢梁,交替迈步,所打的支柱必须迎山有劲,并打在实底上,梁组间距0.7m,组内间距0.2m。
最大控顶距7m,最小控顶距6m,放顶步距1.0m。
采空区采用全部垮落法管理顶板。
根据《安全专篇》计算的顶板压力,所选型液压支架及单体液压支柱的支护强度验算能够满足要求。
泵站压力不得小于30MP,支架初撑力不小于25MP,单体液压支柱初撑力不小于90KN。
二、端头顶板管理
运输巷、回风巷及端头顶板控制
运输巷的超前支护:
采用DZ3.5/100、DZ2.2/100单体液压支柱与HDJB—1000铰接顶梁配套支护(柱距1m,排距2.0m),超前20m双排支护。
回风巷的超前支护:
三、工作面安全出口的管理
1.支护形式:
下安全出口,掩护式支架支护不到的地段采用单体液压支柱配合4.0m长锯齿形的工字钢梁进行支护。
2.质量要求:
单体液压支柱配合4.0m长锯齿形的工字钢梁支护要求;
一梁四柱,交替迈步,所打的支柱必须迎山有劲,并打在实底上,梁组间距0.7m,组内间距0.2m。
且在移钢梁后必须采用单体液压支柱配合铰接顶梁打上尾梁尾柱。
3.与其他工序之间的衔接关系:
铰接顶梁和工字钢梁随工作面的推进交替前移。
四、乳化液泵站
1、泵站选型、数量
乳化液泵数量两台,乳化液箱一台即两泵一箱;
输液管路选用φ32高压胶管,耐压30MPa以上。
主要技术参数如下:
乳化泵型号:
GRB315/31.5;
公称流量:
315L/min;
公称压力:
31.5Mpa;
电机功率:
200KW
2、泵站设置位置
泵站设置在综采机电硐室内,距离工作面最长距离时为600m左右。
3泵站使用规定
.泵的卸载阀整定值31.5MPa,严禁随意调整安全阀的整定值。
.乳化液采用手动配比,浓度保持在3%~5%之间。
.加强泵站、管路维修,保持液压系统完好,杜绝跑、冒、滴、漏现象。
五、支护材料的使用数量和存放管理
运输机巷超前支护20m,需要两排计40棵单体液压支柱,40棵顶梁;
采面未安设掩护支架部分18m,需要250棵单体液压支柱,25根铰接顶梁,50根锯齿形工字钢梁。
回风巷超前支护20m,需要两排计40棵单体液压支柱,40棵铰接顶梁。
工作面正常生产需要单体液压支柱330棵,铰接顶梁110根。
其他材料(如圆木、半圆木、塘材及竹笆等)根据生产实际需要提前准备并运输至指定地点按规定码放。
材料使用及码放要求如下:
(1)支柱、顶梁要建帐统一管理,现场牌板与实物相符。
(2)备用支柱、顶梁、码放整齐,损坏的柱、梁不得使用,及时更换外运。
(3)按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料,坑木、竹笆、小料等备用支护材料存放于轨道巷距工作面50~80m处,距轨道距离不少于0.5m,顶板完整无积水的地方分类码放,专人负责并挂好标志牌。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1.运煤设备及装、转载方式
工作面采用MG200/720-AWD型双滚筒采煤机落煤,并采用该采煤机组螺旋滚筒叶片和SGZ776/320型刮板输送机的铲煤板装煤,落煤由工作面用SGZ730/320型刮板输送机运输,11071机巷采用一台SGB-620/40T型刮板输送机,一台SPJ-800型皮带机运输;
运煤上山巷采用一台SGB-620/40T型刮板输送机,一台SPJ-800型皮带机运输。
2.辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资,采用0.8t侧卸式矿车或架子车以及JD25绞车等,通过副斜井→111回风石门→11071回风巷运进或运出工作面。
二、运煤路线
运煤路线:
11071工作面→11071运输巷→111运输石门→运煤上山→煤仓→主平硐→地面。
运输系统示意图。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
1.风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算:
Q≥100q采K采m3/min
式中:
q采——回采工作面瓦斯绝对涌出量。
按2006年矿井瓦斯等级鉴定中矿井绝对瓦斯涌出量为4.58m3/min。
K采——回采工作面机采通风系数1.2-1.6,取:
K采=1.5
则Q≥100×
4.58×
1.5=687m3/min。
(2)按采煤工作面温度计算:
Q=60VSK
Q——工作面所需风