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顶、底板

名称

岩石

厚度

特征

老顶

深灰色石灰岩

11.64

深灰色石灰岩,坚硬,含动物化石,含二层泥岩。

直接顶

黑色泥岩

1.36

黑色泥岩,呈贝壳状断口,裂隙发育。

伪顶

伪底

直接底

3.01

黑色泥岩,致密、性脆,含黄铁矿结核。

老底

深灰色细砂岩

6.29

深灰色细砂岩,成分以石英为主,含植物化石碎片。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响:

本工作面煤层总体为一向斜构造,局部地段发育有次一级的向、背斜构造。

煤层倾角最大13°

,最小1°

,平均倾角5°

本工作面在掘进过程中共揭露挠曲构造13条,断裂构造6条,具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》,其产状、褶幅及对回采的影响程度详见表1-4。

本工作面坑透后,圈定两处异常区,编号分别为E1和E2异常区。

分析认定E1异常区由坑透预测陷落柱KTX1影响所致,E2异常区由掘进过程中揭露断层的F1、F2,陷落柱X1,挠曲N1、N2、N3、N4影响所致。

此外据坑透分析工作面内隐伏四条逆断层,编号为KTF1、KTF2、KTF3和KTF4,KTF1落差接近1/2煤厚,不排除煤层破碎的可能,对回采有一定影响;

KTF2和KTF4的落差小于1/2煤厚,对回采影响不大。

KTF3的落差大于1/2煤厚,对回采有一定影响;

具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》。

岩层节理产状:

304°

∠70°

二、陷落柱及冲刷带对回采的影响:

本工作面在掘进过程中共揭露4个陷落柱,其编号分别为X1、X2、X3、X4,其中X1、X2均已切割在回采工作面以外,X3、X4对回采影响较小,具体位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》。

工作面坑透后,异常区E1内隐伏一编号为KTX1的陷落柱,预计长轴为40m左右,对回采有影响;

另外预测陷落柱KTX2预计长轴为23m左右,对回采有影响。

本工作面在掘进过程中未揭露冲刷构造。

表1—4:

构造情况表

构造名称

走向

倾向

倾角

性质

褶幅(m)

对回采的影响程度

落差(m)

F1断层

289°

45°

逆断层

1.50

有一定影响

F2断层

298°

-306°

40°

4.00

影响大

F3断层

95°

30°

0.90

F4断层

115°

-117°

25-42°

F5断层

138°

20°

2.50

影响较大

F6断层

293°

32°

1挠曲

96°

-131°

35-38°

挠曲

8.00

2挠曲

124°

46°

2.80

3挠曲

106°

-133°

9-40°

4挠曲

133°

34°

1.30

5挠曲

116°

21-70°

6.00

6挠曲

98°

7挠曲

125°

0.80

8挠曲

104°

2.00

9挠曲

290°

-294°

28°

-90°

10挠曲

127°

50°

11挠曲

236°

12挠曲

103°

54°

13挠曲

126°

1.40

第五节水文地质

一、工作面主要充水因素为:

本工作面主要充水因素为:

1、地表河流:

本工作面地表有老坟沟河、东梁沟河、大石板沟河,均属季节性河流,雨季时补给水量充沛。

2、含水层水:

本工作面上方K2灰岩、怪砂岩、K3灰岩、K4石灰岩等均属局部裂隙含水层。

在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象。

3、巷道积水:

本工作面走向高抽巷在掘进结束后留有两处巷道积水,位置见《81301回采工作面煤层底板等高线图》,其积水量从1#~2#依次为5、54立方米,有极少量补给。

4、采空区积水:

本工作面回风巷西部上方有一处3#煤19采区巷道积水,积水量为400立方米。

本工作面西部上方为3#煤层71902、71904回采工作面采空区,在采空区低凹地段可能有零星积水。

5、钻孔:

工作面上方有019号钻孔,若钻孔封孔不良,地表水、含水层水、上方采空区积水均可能沿钻孔溃入本工作面。

二、工作面防治水措施

1、对于工作面上方局部裂隙含水层水,在工作面推进到低凹处时可能会有顶板淋头水及落山出水现象,要做好防排水准备工作。

2、对于本工作面走向高抽巷巷道积水必须提前疏放,经验证疏放完毕,方可回采。

3、对于一矿煤采空区积水根据阳煤局地(1991)624号文件及阳煤会(1991)96号文件精神对此积水不予疏放,但必须做好防排水准备工作。

4、工作面上方有019号钻孔,若封孔不良,可能导水。

工作面回采至钻孔附近时要加强观测,并做好防排水准备工作。

5、工作面有积水时,安设潜水泵,及时排除积水。

三、涌水量:

本工作面主要充水因素有:

地表河流、含水层水、采空区积水、巷道积水等。

工作面正常涌水量为2m3/h,最大涌水量为30m3/h

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况:

其它影响因素主要是瓦斯因素,由于上方煤层的开采,本煤层瓦斯得到一定程度释放。

随着开采强度的不断加大,瓦斯绝对涌出量也会随之增加。

另外本工作面预计最大瓦斯涌出量为7.80m3/t,回采过程中应当加强瓦斯管理,构造附近预计瓦斯涌出量会增大,通风部门应当加强瓦斯监测,并制定相应的措施。

表1—5影响回采的其它地质情况表

瓦斯

绝对瓦斯涌出量40.23m3/min,相对瓦斯涌出量6.53m3/t。

煤尘

无爆炸危险性

煤的自燃

Ⅲ类,不易自燃

地温

16.9º

C~23.2º

C

地压

岩石坚固性系数(F)

煤层

2.0

3.0~4.0

8.0~12.0

4.0~5.0

6.0~7.0

二、存在的问题及建议:

1、本回采工作面揭露了六条断层、十三条挠曲构造、二个陷落柱,回采前队组提前做好过构造准备工作,以保证安全生产。

2、本工作面局部地段煤层倾角较大,回采期间要适时调整好支架坡度,防止丢煤或割底。

3、由于本工作面充水因素较多,工作面回采期间一定要做好防排水准备工作,安设排水量60m3/h的专用水泵及相应防排水设施,确保安全生产。

第七节储量及服务年限

一、储量:

工业储量W总=L×

γ

=W1-W2=(339039-334)×

6.80×

1.4=3224471.6吨

可采储量W3=W总×

c=3224471.6×

87%=2805290.3吨

式中:

W总—工业储量;

W1—工作面总储量;

W2—陷落柱的损煤量;

W3—可采储量;

L—工作面走向可采长度;

Q—工作面倾向可采长度;

h—煤层纯煤厚度;

c—工作面回采率;

γ—容重

二、服务年限:

可采走向长1566m,设计日推进度为3.2m,月推进度为91.2m(按30天/月算,正规循环率为95%)

工作面服务年限=可采推进长度/设计推进长度

=1566/3.2=489.4(天)服务期限大约16.3个月。

第二章:

采煤方法

工作面采用走向长壁采煤法,后退式开采;

综合机械化放顶煤一次采全高采煤方式;

双滚筒采煤和落煤、装煤,液压支架维护顶板和放顶煤,前后两部工作溜运煤;

全部垮落法管理顶板。

第一节巷道布置

81301工作面可采走向长度1566m,倾斜长度216.5m,本工作面位于北丈八井丈八十三采区,本工作面共布置五条巷道,一条进风巷用于运输煤炭,一条回风巷用于回风和运输物料,两条内错尾巷解决本煤层回风落山角瓦斯,一条走向高抽巷用于抽放邻近层瓦斯。

附图2-1:

工作面巷道布置及生产系统图

一、工作面进风巷:

进风巷支护形式为全锚支护,断面为矩形,毛高3.0m净高2.9m,毛宽4.7m,净宽4.5m。

荒断面面积14.1m2,净断面面积13.05m2。

进风巷内安装皮带输送机一部,转载机一部。

二、工作面回风巷:

回风巷支护形式为全锚支护,断面为矩形,毛高3.0m净高2.9m,毛宽4.2m,净宽4.0m。

荒断面面积12.6m2,净断面面积11.6m2。

铺设轨道,安装5部JD—25型调度绞车,用于材料设备的运输。

三、工作面尾巷:

尾巷支护形式为锚杆+锚索支护,断面为矩形,解决本煤层回风落山角瓦斯;

毛高2.4m,净高2.3m,毛宽3.6净宽3.3m。

荒断面面积8.642m2,净断面面积7.59m2。

新补内错尾巷支护形式为锚杆+锚索支护,断面为矩形,毛高2.6m,净高2.5m,毛宽4.1m,净宽3.8m。

荒断面面积10.66m2,净断面面积9.50m2。

解决本煤层回风落山角瓦斯。

四、工作面高抽巷:

高抽巷支护形式为锚杆支护,断面为矩形,毛高2.4m净高2.3m,毛宽3.6m,净宽3.3m。

荒断面面积8.64m2,净断面面积7.59m2。

用于投放邻近层瓦斯。

附图2-2:

81301工作面回进风巷道断面图

进风巷

回风巷

内错尾巷

新补内错尾巷

走向高抽巷

第二节采煤工艺

一、采煤工艺:

工作面采用综合机械化低位放顶煤采煤工艺,工作面每割一刀煤放一部顶煤,实行“一采一放,追机放顶煤”的作业方式。

二、工作面采高及循环进度:

工作面采高控制在2.8m。

割一刀煤、移一次架、推前溜、放一茬顶煤、收后溜、回柱放顶为一个正规循环,循环进度0.8m。

三、工艺顺序:

采煤机从机头(尾)自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机尾(头)全长割煤→移支架支护→移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机。

1.进刀方式:

采煤机自开缺口斜切进刀,斜切进刀距离为20m。

附图2-3:

采煤机进刀示意图

A、采煤机向机头(机尾)割煤时,采煤机前(后)滚筒割至距机头(尾)20m处时必须放慢牵引速度,并通知机头(尾)人员撤到5m以外的安全地点。

机头(尾)人员要时刻注意两端头顶板及各种管线,发现问题及时通知采煤机司机停止割煤,待问题处理后再开机(见图2—3A)。

B、采煤机割透机头(机尾),同时距进风巷(回风巷)20m处停止移前(后)部刮板输送机(见图2—3B)。

C、采煤机割透机头(机尾)后,调换上、下滚筒位置返回,通过工作溜弯曲段滚筒切入煤体(见图2—3C)。

D、然后将剩余前部刮板输送机推移到煤帮,并完成拉机头(机尾)工作(见图2—3D)。

E、采煤机再次调换上、下滚筒位置,向机头(机尾)割三角煤,完成斜切进刀,并再次割透机头(机尾)(见图2—3E)。

F、割透机头(机尾)煤壁后,调换上、下滚筒位置,向机尾(机头),正常割煤,推移前(后)部刮板输送机机头(机尾),进刀结束(见图2—3F)。

附图2-3采煤机进刀示意图

采煤机在割煤时将大部分煤装入前部刮板输送机,剩余煤在推移前部刮板输送机过程中,前部刮板输送机上的铲煤板将煤装入前部刮板输送机;

顶煤由放顶煤工操作手把,使支架后尾梁和尾梁插板配合动作,将顶煤落入后刮板输送机。

4.运煤方式:

工作面分别用两部刮板输送机运煤,进风顺槽安设一部转载机和两部胶带输送机。

5.移架支护:

正常情况下,采煤机后滚筒割煤后,滞后3-5架开始移架,但移架时要保证后部刮板输送机运行正常,后部刮板输送机运行不正常时,严禁移架。

顶板破碎时,采取提前过架的方式维护顶板,如支架端面距仍大于0.34m,则上3m板木梁或5.6m梁维护顶板。

6.移前部刮板输送机:

滞后拉架3--5架开始移前部刮板输送机,前部刮板输送机弯曲长度不低于20m,移前部刮板输送机时分三次移至煤壁,杜绝一次移到位,严禁把刮板输送机移成急弯。

7.清理浮煤:

移过前部刮板输送机后,要将前部刮板输送机至支架之间的浮煤攉入前部刮板输送机内,清理干净为下次拉架作好准备。

放过顶煤后,架间的浮煤和大块煤(矸)也要清理干净。

8.移后部刮板输送机:

移架后开始放顶煤,顶煤放净后,由放顶煤工负责移后部刮板输送机,一次收后部刮板输送机长度不得少于15m。

9.放顶煤:

(1)初次放顶煤:

工作面支架后尾梁走脱切割巷后,开始放顶煤。

(2)正常放顶煤:

采用采煤机割一刀底煤,放一部顶煤,即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式,放顶煤最多不得滞后拉架20架。

(3)末采放煤:

工作面回采距停采线15m,开始铺金属网,顶煤仍正常放,直至金属网铺到后尾梁时,方可停止放顶煤。

(4)正常放煤顺序:

采用分段单轮循环追机放顶煤方法进行。

每班放煤工不少于两人,每人10架为一段,依次单轮循环放顶煤,每架直至放出1/3的矸石为止。

严禁放出大块矸石,当大块矸石卡在后部刮板输送机内时,要闭锁后部刮板输送机并通知司机不准开后部刮板输送机,同时通知支架工不准移架,将矸石处理后方可恢复开溜放煤、移架等工作。

要求放不尽顶煤不得割煤拉架(特殊情况经请示矿调度值班长例外)。

10.移前部刮板输送机机头(尾):

采煤机割透端头煤壁后,退出机头(尾)30m,待拉完架后,用支架千斤顶前部刮板输送机拉过机头(尾)。

11、移后部刮板输送机机头(尾):

当拉过工作溜机头(尾)把过渡架拉上来后,利用两溜中间的上后溜千斤和工作面前(后)10架的上后溜千斤配合,将后溜机头(尾)拉上来。

12、退锚放顶:

详细内容见本规程第七章退锚放顶专项措施。

三、工作面正规循环生产能力:

本工作面采长L=216.5m,日循环进度S=3.2m,纯煤层厚度h=6.80m,煤层容重γ=1.40t/m3,工作面回采率c=87%。

则:

W=L×

γ×

c=216.5×

3.2×

1.40×

87%=5738(吨)

日循环生产能力约为5738吨。

W—日循环生产能力;

L—工作面采长;

S—日循环进度

h—煤层厚度;

γ—煤层容重;

c—工作面回采率。

第三节设备配备

本工作面为综采放顶煤工作面,安装有低位放顶煤支架、过渡架、前后部刮板输送机、采煤机、进风巷安装两部皮带输送机、一部转载机,配一台锤式破碎机。

进风巷转载机往外安一列设备列车。

主要设备技术参数如表2—1所示。

工作面设备布置图见附图2-4。

1、主要设备技术一览表

表2—1:

工作面主要设备技术参数

序号

设备名称

设备型号

设备功率

数量

1

采煤机

MGTY-400/930-3.3D

930KW

1台

2

前刮板输送机

SGZ-880/1050

525KW

1部

3

后刮板输送机

SGZ-1000/1400

700KW

4

桥式转载机

SZZ-1000/400

400KW

破碎机

PCM-3000型锤式

200KW

6

皮带运输机

SSJ—1200/2×

250

250KW

2部

7

液压支架

ZF5600-17/30

140架

8

过渡支架

ZFG6400—17/30H

5架

9

乳化液泵

GRB—315/31.5

200KW

2台

(2)、SZZ1000/400型中双链刮板转载机主要技术参表

参数

单位

数据

型号

SZZ1000/400

爬坡角

°

10

长度

m

45

电机型号

YBKYS—400

输送量

t/h

2600

电机功率

kw

400

链速

m/s

1.49

电机电压

v

3300

(3)、PCM3000锤式破碎机主要技术参数

PCM3000

YBKYS-200

破碎能力

3000

200

最大断面

mm

1000*1000

出口粒度

300以下

(4)、SSJ—1200/2×

250型带式输送机主要技术参数

YSB-250

2000

1000

转速

r/min

1480

带速

3.5

电压

V

660/1140

带宽

1200

功率

储带长

100

(5)、MGTY400-930/3.3D型采煤机主要技术参数

参数名称

MGTY400-930/3.3D

滚筒截深

0.8

适用采高

2.8

机面高度

1.579

适应煤层倾角

≤25

适应煤层硬度

f≤4

装机总共功率

930

截割电机功率

2*400

牵引电机功率

2*55

油泵电机功率

20

11

供电电压

12

牵引力

kn

750-450

13

牵引速度

m/min

0-7.7-12

14

牵引方式

交流变频无极调速链轮销排式无链牵引

15

卧底量

260

(6)、SGZ1000/1400型刮板输送机

SGZ1000/1400

输送能力

2500

型式

中双链

YBSD-700/350-4/8

额定功率

Kw

2*700

额定电压

刮板间距

刮板速度

1.3

(7)、SGZ880/1050型刮板输送机

SGZ880/1050

YBSD-525/263-4/8

1050

880

2、绞车及钢丝绳的校验

校核公式:

F1=Q0(sinθ+f1cosθ)+PLg(sinθ+f2cosθ)

F1---切点处最大静张力KN

Q0---绳端载荷

θ---轨道倾角

f1---滚动摩擦系数(提升容器运动的阻力系数)取0.015

f2---钢丝绳与底板和托辊间的摩擦系数,取0.2

P---钢丝绳质量kg/m

L---钢丝绳的有效运输长度m

钢丝绳安全系数校核:

M=σ/F1

M—钢丝绳安全系数(≥3.5)

σ---钢丝绳破断力KN

说明:

JD-25型、JD-11.4型、JH-18.5型绞车选用不同的钢丝绳,现对不同型号的绞车在不同运输条件下分别进行验算:

1、JD-25型绞车用Φ18.5mm的钢丝绳:

绞车最大牵引力为25kN,钢丝绳的破断力为167kN,钢丝绳每米自重1.22kg,巷道最大坡度为13°

,最大运输距离350m。

根据实际情况JD-25运输最大物件取9吨。

以上数据代入公式:

F1=9×

9.8×

(sin13°

+0.015cos13°

)+0.00122×

350×

+0.2cos13°

=22.89kN<

25kN

M1=167÷

22.89=7.3>3.5

根据以上验算,可以确定JD-25型绞车选用Φ18.5mm的钢丝绳,绞车及钢丝绳均能满足运输要求。

超过9t重的设备在坡的上方加设一部JH-18.5型回柱机。

2、工作面JD-11.4型绞车用Φ15.5mm的钢丝绳时,JD-11.4型绞车,最大牵引力为10kN,选用钢丝绳直径为Φ15.5mm,钢丝绳的破断力为132kN,钢丝绳每米自重0.56kg,巷道最大坡度为13°

,最大运输距离400m。

根据实际情况JD-11.4运输最大物件取3吨。

F1=3×

)+0.00056×

400×

=7.96kN<

10kN

M1=132÷

7.96=16.6>

根据以上验算,可以确定JD-11.4绞车在使用φ15.5mm钢丝绳时绞车和钢丝绳均满足运输要求。

超过3t重的设备在坡的上方加设一部JH-18.5型回柱机。

3、JH-18.5型绞车使用φ26mm的钢丝绳:

绞车最大牵引力为280kN,钢丝绳破断力为392kN,钢丝绳每米自重2.6kg,巷道最大坡度为13°

,最大运输距离300m,按40t进行验算。

F1=40×

+0.015cos13°

)+0.0026×

300×

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