8102综采工作面作业规程原Word格式.docx

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1.88~3.4

煤层结构

简单

煤层倾角(°

~10°

开采煤层

8#煤

煤种

优质无烟煤

稳定程度

稳定

煤层情况描述

本工作面所采8#煤层赋存稳定,结构简单,一般含1~2层夹石;

煤层以亮煤为主,内生裂隙发育。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况见表3。

表3煤层顶底板情况表

顶底板

岩石名称

厚度(m)

岩性特征

老顶

细砂岩K7

4.17

灰白色,成分以石英为主,长石次之,含少量云母和黑色矿物,硅质胶结。

直接顶

灰色泥岩

5.29

黑色,含植物化石碎片,上部有时相变为灰黑色砂质泥岩。

伪顶

直接底

黑色页岩

0.9

灰黑色,富含植物化石,顶部含砂量少,常相变为泥岩。

老底

附图:

工作面地层综合柱状图。

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响(表4)

本面西侧为一向斜构造,工作面所处为构造的东侧,预计在掘进过程中会遇到一些落差小于1m的断层和破碎带,对回采无大的影响。

二、褶曲情况及其对回采的影响

该工作面范围内基本没有对回采形成影响的褶曲存在。

三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)

该工作面范围内没有陷落柱、火成岩等存在。

第五节水文地质

一、含水层(顶部和底部)分析

(一)该工作面地表无水体,地形坡度明显,利于降水排泄,冲击层为黄土和亚粘土,厚度在10m左右,且盖山厚度均在400米以上,预计地表水对工作面正常回采无直接影响。

(二)根据区域资料显示,本面下伏奥灰水,开采前需掌握工作面构造情况和煤层顶底板含水情况,以确保工作面正常开采。

二、其它水源的分析

(一)本面上覆为3#煤为九十年代采空区,采空区内无大的积水,对回采无大的影响。

(二)工作面北端为8101已采工作面,根据本面开采实际情况,未发现有涌水现象对8102工作面正常开采无影响。

三、涌水量

据掘进送巷资料推测工作面无涌水现象主要涌水源为工作面开采时的防尘水源。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他地质情况(表5)

表5影响回采的其他地质情况

瓦斯

绝对涌出量30.0m3/min相对涌出量15.0m3/t

CO2

煤尘

无爆炸危险性

煤的自燃倾向性

无自燃发火倾向

地温危害

冲击地压危害

第七节储量及服务年限

一、储量

(一)工作面工业储量23.126万t。

(二)工作面可采储量17万t。

二、工作面服务年限

工作面服务年限6.3个月。

第二章采煤方法

本工作面采用走向长壁后退式一次采全高采煤方法。

全部垮落法处理采空区。

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置情况

该工作面位于旧街矿8#煤东翼北部,该采区全部回采工作面都沿倾向布置。

二、工作面进风巷

8102工作面进风巷设计净断面规格为4.0m×

2.5m,采用锚杆、锚索加金属网联合支护。

三、工作面回风巷

8102工作面回风巷设计净断面规格为3.2m×

四、采煤面开切眼

8102工作面切眼规格为6.0m×

2.5m,总长130米,采用锚杆、锚索加金属网联合支护,共安装107组支架。

见巷道布置及生产系统示意图(图一)

第二节采煤工艺

一、采煤工艺顺序

(一)进刀:

采用割三角煤端头斜切进刀。

即采煤机割透机头(尾)后,将后面的生产溜顶至煤帮,采煤机调换滚筒上、下位置,返回距机头(尾)30米左右处斜切进刀,之后把生产溜斜茬及机头(尾)顶至煤帮,机组再调刀返回机头(尾)把进刀时留下的三角煤割掉,最后再返刀正常割煤。

端头斜切进刀示意图(见图四)

(二)落煤:

采煤机骑在生产溜上往返割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,截深0.6米。

(三)装煤:

滚筒割下的煤一部分依靠自重落入生产溜,另一部分煤被旋转的滚筒螺旋叶片推入生产溜,煤帮剩余的煤在推溜千斤的推动下,被铲煤板铲入生产溜。

(四)运煤:

生产溜将采煤机采下的煤运出工作面,通过转载溜装上进风顺槽皮带,经过出煤巷皮带和8#煤皮带巷皮带运往井底煤仓。

(五)移架:

采煤机割煤后,距后滚筒5~6米开始追机顺序移架,移架步距0.6米。

移架使用本架操作,移架时禁止相邻两架支架同时动作。

移架时要少降快拉,每次降架时支架顶梁距离顶板不大于0.1米,支架要拉成一条直线,操作完毕所有手把打到零位。

控制端面距不大于0.38米,如超过必须提前移架或前梁上挑支板梁。

(六)移溜:

当采煤机割过10~15米且拉架后,开始移溜,移溜时严禁将溜顶成死弯,保证溜子有15~20米自然弯曲段,移溜要2—3架千斤互相配合渐进式移溜,交替前移,分次顶彻,保证溜子平直,溜子移到位后,将推移千斤手把打到零位。

移溜步距0.6米。

(七)推移工作溜机头机尾,首先应做好移机头机尾的准备工作,清理干净浮煤、浮矸,维护好顶板,排除障碍,把电缆水管吊挂好。

移溜头时停止转载溜运转,移机头机尾必须2——3架推移千斤同时推移,移够进度。

推移机头机尾时必须有专人指挥。

割煤、移架、移溜距离示意图(见图五)

二、工作面循环生产能力

W=LSHrc=(130×

0.6×

2.5×

1.43×

0.95)t=265t

式中:

W——循环生产能力

L——工作面长度

S——移溜步距

H——平均煤厚

r——煤的容重

c——回采率

第三节设备配置

工作面机械设备配备见表6。

表68101综采工作面机械设备配备表

使用地点

设备名称

规格型号

数量

单位

备注

工作面

采煤机

MG—375型

1

液压支架

ZZ2800—15/31型

107

生产溜

SGB—630/180型

进风巷

转载溜

SGB—630/40型

皮带机

SS800/40×

2型

乳化液泵

BRW—200/31.5型

2

备用一台

绞车

JD—15

见设备布置示意图(图二)

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架选型设计

该综采工作面顶板采用液压支架控制顶板,支护设计即为液压支架的选型设计。

(一)矿压参数

参考新景矿临近工作面本煤层矿压观测资料,填制矿压参数表(表7)

表7同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号

项目

本面选取或实例

条件

直接顶厚度

m

老顶厚度

直接底厚度

3.40

直接顶初次跨落步距

15

3

初次

来压

来压步距

30

最大平均支护强度

kn/m2

650

最大平均顶底板移近量

0.18

来压显现程度

来压明显

4

周期

9

800

0.12

5

平时

550

0.079

6

直接顶悬顶情况

12

7

底板允许比压

mpa

4.4

8

直接顶类型

老顶级别

10

巷道超前影响范围

40

(二)待选液压支架技术特征(表8)

表8ZZ2800—15/31型支撑掩护式支架特征

内容

规格

适用条件

煤层厚度

2.3—2.8

煤层倾角

≤10

顶板

老顶

底板

直接底或煤底,要求底板平整,抗压强度不低于3.8MPa

地质构造

地质构造简单,煤层赋存稳定,不影响支架过断层

总体特征

支架高度

1.5——3.1

工作阻力

KN

2800

初撑力

2533

对底板最大比压

MPa

1.7

支架的支护强度

0.64

二、支架支护强度校核:

我们利用国内支架选型计算支架受载的方法校核支护强度。

一般开采后顶板的冒高以8倍的采高计算,最大采高3米,岩石容重2.5吨/立方米,那么,给定支架的载荷为W,则

W=3×

2.5=0.6Mpa

支架的支护强度0.63Mpa>0.6Mpa

故本面选用这种型号支架控制顶板。

三、乳化液泵站

(一)泵站选型、数量

乳化液泵型号为BRW—200/31.5型,数量为2台,乳化液箱1个,输液管路选用φ32高压胶管,耐压40MPa以上。

主要技术参数如下:

乳化液泵型号:

BRW—200/31.5型

公称流量:

200L/min

公称压力:

31.5MPa

电机功率:

62.5KW

(二)泵站使用规定

1、卸载阀整定值为31.5MPa,严禁随意调整安全阀的整定值。

2、使用乳化液自动配比装置,乳化液浓度保持在3%—5%之间,并经常用折射仪检查配比浓度,严禁加水。

3、要加强泵站设备、管路的维修和保养,保持液压系统完好,杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

本工作面采用液压支架及时支护方式管理顶板,全部垮落法处理采空区。

液压支架最大控顶距为4097mm,最小控顶距3497mm,端面距340mm,放顶步距600mm。

工作面支架布置图及最大、最小控顶距示意图(见图七、图八)。

二、正常工作时期的特殊支护形式

(一)工作面局部区域顶板破碎、压力大、片帮严重等,必须将此段支架提前拉出及时维护顶板,如提前拉架后,支架梁头与煤帮的距离仍大于0.5米时,则在支架上挑长短合适的板梁,呈悬臂状,然后升起支架支护顶板,如果木板梁外露长度超过1/3,则木板梁煤帮梁头下支设单体柱。

支架升起不接顶时,要用破板或板梁勾打罗架木接实顶板。

(二)当工作面采高过大时,要采取留底煤的方式保证采高在2.8~3米之间,以利于支架充分接顶。

三、顺槽放顶(单体柱支护)

(一)进风有转载溜,每天八点班缩短转载溜,然后将落山所有的单体帽柱及切顶密柱依次外移。

要求进风切顶密柱滞后第一架支架切顶线距离最大不得超过4.5米,但每次放顶步距不得超过1.5米。

每天八点班缩短转载溜,然后将落山所有的单体帽柱及切顶密柱依次外移。

回风随采随放,始终与支架切顶线对齐,顺槽密集柱的回撤不准超过切顶线。

(二)回柱放顶时,必须由里向外,由难到易,至少有三人作业,一人观察顶板,两人回柱。

回柱时要把浮煤、浮矸、杂物清理干净,维护好退路,保证退路畅通。

回柱替柱时,要严格执行先支后回制度。

放顶前,在支柱的掩护下先将切顶线落山侧锚杆的螺母、垫片、托板和帮网回收出来,切顶线采帮侧不准提前回收。

每回一排柱,都要先支一排临时柱,在临时柱的掩护下,用专用工具拧掉锚杆螺母,使锚杆失去作用,遇有锚索时,用退锚机把锚索退掉,放顶至切顶线位置后,依次支好密柱。

为保证安全,密柱落山侧第一排锚杆暂不做处理。

(三)当回进风顺槽放顶以后,落山悬顶2米不塌时,支设三花密柱,5米不塌时,必须沿切顶密柱支设戗棚,棚梁紧挨密柱柱头,支设成一梁二柱或一梁三柱。

单体柱与底板成75度左右的倾角。

当落山悬顶超过10米不塌时,另报专项措施。

(四)退锚工艺:

1、退锚前,先支单体柱维护好锚索周围的顶板,防止退锚后,发生冒顶或掉矸现象。

退锚索范围为下一个放顶步距内的锚索,必须在放顶前将锚索退掉。

2、退锚前,先将该槽钢和托板用铁丝等拴牢,防止锚具松脱后,槽钢等物料掉下伤人。

3、退锚时,一人手托千斤顶将其套在锚索上,千斤头顶住锁具,然后另一人压手压千斤,当千斤顶咬住锚索后,用专用拴千斤顶的链子把千斤顶拴在顶网上,然后人员撤离退锚点2米以外,边压千斤边观察压力表及千斤顶。

当千斤顶顶开锁具以后,一人上前站在安全地点将锁具的橡胶圈挑开,将锁芯退下,然后人员撤离,再操作千斤手把,将千斤收回。

当锁具完全脱离开后,将千斤顶、托板和槽钢取下,并回收。

4、退锚时,人员站在支护完整的地点,实行远距离操作,随时观察退锚地点及其周围的顶板情况,发现异常,立即远撤。

5、如遇不能退锚杆或锚索钢铰线被压散、弯曲、齐索具断裂不能退锚索时,在剪破顶网和剪断钢筋钢带的情况下,可以不退锚。

6、特殊情况由于生产溜及支架前后窜动,导致支架压住回进风顺槽的锚杆、锚索时,要提前把支架前探梁前方的一排锚杆及锚索退掉后及时用单体柱维护原先的顶板,严禁一次退两排锚杆及锚索。

第三节进风巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面进风巷、回风巷的顶板控制

(一)进风巷、回风巷的超前支护

回进风顺槽超前不小于20米对顶板进行支护。

具体管理方式如下:

、进风超前管理:

从采线向外20米,距离煤柱帮1.3米,距离采帮0.3米,各支设一排一梁三柱。

、回风超前管理:

从采线向外20米,距离巷道两帮1.3米各支设一排一梁三柱,超前支护。

3、如回进风顺槽压力增大,上述支护不能满足现状时,视具体情况另报专项措施。

二、工作面安全出口的管理

(一)支护形式

进风巷端头支护形式:

由于进风端头有转载溜和生产溜机头,无棚梁支护时,推移生产溜机头时,把影响移机头的单体柱直接回出。

如果支设有走向棚梁时,则在移机头时,先把棚梁下影响移机头的单体柱回出,但必须使棚梁下至少支设两根单体柱,棚梁不许呈悬臂状,当机头移出以后,及时在落山侧棚梁下支设单体柱,呈跨溜抬棚。

棚梁规格为Ф20厘米以上的优质一面见平板梁或л型钢梁,长度为4.2米。

棚梁在跨溜时至少支设两根单体柱。

当机头移出以后,及时在落山侧棚梁下支设单体柱。

每架棚梁至少支设三根单体柱。

顶过机头以后,在生产溜机头以里,第一架支架和转载溜之间,支设单体帽柱或挑棚梁支护该处的顶板,要求单体柱的柱距和排距不得大于1米。

随着支架的外移,在第一架支架切顶线以里,距支架顶梁20厘米,平行支架顶梁支设一排挡矸密柱,距离转载溜机尾20厘米,落山侧全断面支设一排切顶密柱,与挡矸密柱相接,共同维护转载溜处的顶板,密柱要求每米不少于4根单体柱。

因种种原因转载溜与煤柱侧之间距离大于2米时,靠近转载溜侧再支一排单体帽柱,柱距为1米。

回风巷端头支护形式:

回风端头如果超前维护有木棚梁或л型钢梁,同进风端头一样,支设成跨溜抬棚,如果是单体帽柱,在移机尾时直接回掉影响推进的单体柱,然后在生产溜以里最后一架支架外侧及时支设单体帽柱或挑木棚梁或л型钢梁支护顶板,柱排距均不得大于1米。

沿支架切顶线,全断面支设切顶密柱,密柱每米至少4根单体柱。

(二)质量要求

上下安全出口高度不得低于1.8米,宽度不少于0.7米,否则需要扩帮、挑顶或起底,及时补充专项措施并有专人维护。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

主要是工作面顶板动态监测。

二、矿压观测方法

(一)初采时工作面布置10条矿压观测线。

工作面支架安装完毕后,要及时将矿压观测压力表安装在支架上,每个工作面最少不少于5对压力表(支架前立柱,后立柱各一块),均匀布置在工作面。

(二)技术部门要备单体液压支柱测压表,对工作面端头及进、回风超前支护进行矿压观测。

(三)由技术科负责本面矿压观测,每天观测一次,技术员不下井时要指定专人进行。

观测的同时要对工作面支架支护情况、顶板岩性、完整性、煤壁情况详细检查并留有记录。

(四)上井后观测人员认真填写顶板动态检测记录表,认真观测分析该面初次来压显现、初次来压步距、周期来压显现与周期来压步距,并在每个周期来压步距内进行一次矿压分析。

对发现的问题,由观测人员向矿分管领导进行汇报。

矿分管领导要组织有关人员对发现的问题进行具体分析,并组织处理落实。

(五)各观测人员在观测时,如发现压力表损坏要立即进行更换。

(六)技术负责人要及时制定具体的矿压观测方案,技术科要严格执行矿压观测方案。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

(一)运输设备及装、运载方式

工作面采用采煤机配合刮板输送机装运煤。

(二)辅助运输设备及运输方式

辅助运输设备采用绞车运输。

二、运煤路线

回采工作面—8102进风巷—8#煤皮带巷—井底煤仓—重车环形—主立井—地面

三、辅助运输路线

地面—主立井—8#煤井底车场—东翼轨道巷—风门—8102回风巷—工作面

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

(一)风量计算

1、按绝对瓦斯涌出量计算。

Q采=QA+QB=aq采·

K瓦·

K备/1%+b(1-C)q采·

K备/2.5%=45%×

30×

1.05×

1.1/1%+55%×

(1-0.6)×

1.1/2.5%

=1559+305=1864立方米/分钟

其中:

Q采--工作面总入风量

QA--回风风量

QB--尾巷风量

a--本煤层瓦斯涌出量占工作面总瓦斯涌出量的百分比

b--临近层瓦斯涌出量占工作面总瓦斯涌出量的百分比

q采--工作面绝对瓦斯涌出量

K瓦--瓦斯不均衡系数

K备--工作面风量备用系数

C--临近层瓦斯抽放系数

2、按工作面最多人数为18人,每人所需风量不少于4m3/min。

Q采=18×

4=72m3/min

3、按风速验算。

《煤矿安全规程》规定回采工作面的风速大于0.25米/秒,小于4米/秒。

按方法1和方法2计算最高风量为1864m3/min。

工作面净断面最大为5.75m×

3m=17.25m2

则工作面最小风速为1864÷

60÷

17.25=1.8米/秒,符合要求。

工作面净断面最小为3.5m×

2.5m=8.75m2

则工作面最大风速为1864÷

8.75=3.55米/秒,符合要求。

经以上三种方法计算,工作面计划配风量为1864m3/min。

二、瓦斯防治

(一)跟机瓦检工必须按规定要求检查瓦斯浓度,超限时立即停机处理,跟机瓦检工不在现场不得开机割煤。

(二)采煤机上必须安设瓦斯检测报警仪,机组司机必须随身携带便携式瓦斯检测报警仪,当瓦斯浓度超过1%时,要及时停机处理。

(三)回风顺槽落山退锚、回柱放顶时,必须由瓦检工检查瓦斯浓度小于1.5%时方可作业。

三、安全监控

(一)综采工作面必须安装瓦斯监测断电仪及瓦斯传感器,监测工作面瓦斯变化情况,通风队要及时安设瓦斯监测设备,配电室安设一台二级断电监控分站,回风安设一台瓦斯监控站并分别在工作面进风巷安设两枚开停传感器,工作面回风上隅角、工作面机尾、回风及尾巷各安设一枚瓦斯监测传感器。

断电仪断电范围:

工作面及回风巷中全部非本质安全型电气设备。

(二)回风落山角切顶密柱20cm以内安设上隅角瓦斯传感器,报警点1.5%,断电点1.5%,复电点小于1%;

回风巷距工作面机尾10米内巷道风流中,安设机尾瓦斯传感器,报警点1%,断电点1.5%,复电点小于1%;

回风巷距采区回风横管10—15米的巷道风流中,安设工作面回风风流瓦斯传感器,报警点1%,断电点1%,复电点小于1%;

距尾巷通风横管10米的回风流中,安设尾巷瓦斯传感器,报警点2.5%,断电点2.5%,复电点小于2.5%。

悬挂标准为距顶板小于30cm距煤帮大于20cm,能够正确反映出当地瓦斯的位置。

(三)本工作面在出煤班期间回风风门外分路开关拉闸并闭锁,停回风道所有电器电源,检修班在不割煤期间可以送电。

瓦斯电联锁情况为:

当任何一个瓦斯传感器所监测瓦斯超过规定值时,回风监控分站断电闭点动作,控制回风联锁开关停电,从回风断电器的控制闭点引出联锁线经轨道巷及进风顺槽至设备列车联锁控制KBSG-800高开,切断进风巷及工作面内所有非本安电器电源。

当进风瓦斯传感器超0.5%时,自动启动二级断电,切断进回风巷道及工作面一切非本安型电气设备电源,当各测点瓦斯浓度降至规定值以内,方可人工恢复送电。

(四)综采工作面要安装采煤机设备开停传感器及生产溜开停传感器,实时反映工作面采煤机及生产溜开停状态。

设备开停传感器须卡在设备开关负荷侧。

(五)监测系统完善后,由通风科联系生产队组给监测系统接电源,队组派专职电工在监测工的监视下用万用表测量引出的电源为36V无误后,方可把电源接入监控站电源箱,36V电源必须取自被控开关的电源侧。

队组电工负责综采工作面的所有被控制非本安电气设备的联锁连接,工作面的照明通讯及生产溜、采煤机、转载溜的联锁由通讯或照明急停控制。

待电源和联锁接完后,监测工和队组电工同时在现场试验监测断电功能,监测系统功能正常工作后,监测工与队组维护电工互相签字。

(六)与所有监测设备外接的联锁线、联锁三通及联锁继电器由队组负责维护,如队组需对监测设备移动时,如进风移设备列车,要提前联系通风科调度室,并通知通风队去人,作业队组不得随意擅自移设、改动或损坏监测设备装置及传输电缆。

(七)监测人员负责监测设备装置及线路的日常维护,综采工作面必须由专职监测工每三天对该工作面各测点传感器的报警值、断电值、复电值及断电功能进行一次标校和检验。

(八)通风队安排专人每班至少对监测装置及线路检查一次,如发现问题及时汇报通风调度。

(九)综采工作面上隅角和机尾的传感器随综采进度后撤,由瓦斯巡回检查工负责传感器的移动,移动时不得损坏传感器的任何部件,轻拿轻放。

(十)凡因瓦斯浓度超限而断电的设备,送电前必须有瓦检员检查后,确认工作面瓦斯浓度降至1%以下后,方可恢复送电。

四、综合防尘措施:

(一)综合防尘设施,必须指定专人检查维护。

(二)采煤机的内外喷雾装置必须完好,每天认真检查,丢失或损坏的喷嘴要及时补充或更换。

按规定安设加压泵且泵箱配套,确保机组喷雾洒水压力符合要求。

(三)各转载点的喷雾洒水消尘装置要齐全完好,发现丢失或损坏要及时补齐或更换,皮带机头要安设自动喷雾设施。

回进风巷按标准化规定设喷雾、净化水幕等消尘装置并保证足够的水压。

(四)工作面每架安设一组架间喷雾,并坚持能联动使用。

(五)工作面必须每天进行短壁注水,跟机工负责检查落实,不注水严禁开机割煤。

注水眼在煤层中部布置,眼距3.0米,眼深3.0米,注一次水允许割四刀煤,注水程度要保证邻近孔出水或煤壁挂汗为宜。

操作注水枪时,人员要在侧面操作,以防注水枪射出伤人;

注完水停泵打开关断阀,放出残存高压液体,严禁强行拉拔带有高压液体的枪管。

(六)进回风顺槽设专人定期进行洒水洗巷,防止煤尘积聚,进风五天洒水一次,回风三天洒水一次。

(七)工作面人员要配戴防尘口罩。

(八)工作面使用钻眼工具(风钻、风煤钻

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