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第一章概述

第一节工作面位置及井上下关系

中能煤业1301综采工作面位置及井上下关系见表1-1-1。

表1-1-11301综采工作面位置及井上下关系表

水平名称

+505m

采区名称

一采区

地面标高

+954m-+962m

井下标高

+570.350m-+630.634m

地面相对位置

本工作面为我矿首采工作面,北邻井田边界,南邻南张村,西邻地面工业场地,东邻北张村。

回采对地面设施的影响

工作面回采后将会对北张村以西耕地和北张村水泥路、南张沥青路地表造成不同程度沉陷,同时会对地面石板厂房屋造成一定程度的破坏。

井下位置及与四邻关系

北邻Fd12:

10m正断层、Fd19:

8m正断层,南接设计1302工作面运输顺槽,西接一采区皮带巷,东接北张村保护煤柱边界。

走向长度/m

938.21

倾斜长度/m

213.3

面积/㎡

194016

第二节煤层

1301综采工作面煤层情况见表1-2-1。

表1-2-11301综采工作面煤层情况表

煤层厚度/m

5.49

煤层

结构

距煤层底板0.6m夹一层0.28m泥岩或炭质泥岩

煤层倾角/(°

-4~10

开采煤层

3号

硬度

2~3

煤种

贫煤、贫瘦煤

煤层稳定程度

稳定

煤层情况描述

低中灰-中灰分、特低硫、高热值-特高热值、较高软化温度之贫煤、贫瘦煤。

第三节煤层顶底板

1301综采工作面地质综合柱状图如图1-3-1,煤层顶底板情况见表1-3-1。

图1-3-11301综采工作面地质综合柱状图

表1-3-11301综采工作面煤层顶底板情况表

顶板名称

岩石名称

厚度/m

岩性特征

基本顶

中-细粒砂岩

5.86

岩相变化大,深灰色,以各种粒度砂岩为主,成份以石英为主,长石次之,为半坚硬岩-坚硬岩。

直接顶

砂质泥岩、泥

岩、局部为粉砂岩

2.97

岩相变化大,泥岩为灰-灰黑色,中厚-厚层状,为软岩;

砂质泥岩为灰灰黑色,中厚-厚层状,为软化性岩石;

粉砂岩为灰黑色,中厚层状,为软岩-半坚硬岩。

含少量植物叶化石ƒ=5.6。

直接底

泥岩、砂质泥岩

0.7

灰黑色,含植物根部化石,为软岩ƒ=4.3。

基本底

细粒砂岩

3.36

灰色薄层状,以各种粒度砂岩为主具波状,透镜状及脉状层理。

为半坚硬-坚硬岩。

第四节地质构造

对1301综采工作面回采有影响的断层情况见表1-4-1。

表1-4-1对1301综采工作面回采有影响的断层情况表

断层

名称

走向(°

倾角/(°

性质

落差/m

对回采的影响

F1

45°

52°

正断层

1.8

无出水,需加强顶板、巷帮管理,对回采进度有一定影响。

F2

44°

70°

0.8

F3

43°

40°

1.2

F4

22°

55°

1

Fd12

57°

10

在巷道掘进过程中经钻探此断层位于巷道外帮18m处,需加强顶板、巷帮管理,注意裂隙水。

Fd19

75°

60°

8

需加强顶板、巷帮管理。

第五节水文地质

1301工作面在回采过程中的生产用水、裂隙水会对回采工作造成一定的影响,因此,在回采过程中必须加强涌水观测、分析。

做好防排水工作,制定防治水害的措施。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他因素见表1-6-1。

表1-6-1对1301综采工作面回采有影响的其他因素情况表

瓦斯

绝对涌出量2.56m³

/min,相对涌出量0.42m³

/t,要加强瓦斯管理。

煤尘爆炸指数

煤尘爆炸指数为14.6%,具有爆炸性,应采取防尘措施。

煤的自燃倾向性

煤层自燃等级为

级,属不易自燃煤层。

地温危害

无地热异常,属地温正常区。

地压

工作面南侧靠近设计1302工作面,工作面矿压显现明显,需加强巷道支护并派专人观测。

第七节储量及服务年限

1301工作面运巷长1060m,风巷长1074m,工作面长213.3m,可采长度938.21m,可采面积194016㎡。

一、工作面储量计算

根据工作面开采范围和煤层参数,计算工作面的工业储量,即

ZG=Shγ

式中ZG—工作面工业储量,t;

S—工作面面积,㎡;

H—工作面煤层平均厚度(采高),m;

γ—煤层的密度,t/m³

工业储量=194016×

5.49×

1.42=1512510吨

根据工作面的工业储量和规定的回采率计算可采储量,即,

ZK=(ZG-P)C

式中ZK—工作面可采储量,t;

P—工作面永久煤柱损失,t;

C—工作面回采率,薄煤层≥97%、中厚煤层≥95%、厚煤层≥93%。

可采储量=(1512510-0)×

93%=1406634吨

二、工作面服务年限计算

工作面服务年限=可采储量设计月产量×

112

工作面服务年限=可采推进长度设计月推进长度×

工作面服务年限=938.21÷

144÷

12=0.543年

第二章采煤方法

第一节巷道布置

本工作面风、运两巷均沿底板掘进,沿倾向布置,运巷长1060米,风巷长1074米,切眼长213.3米,沿走向布置,工作面标高为+570.350—+631.634,巷道支护:

运巷为锚网——锚索联合支护,断面呈矩形,宽×

高=4.8×

3.1m(净尺);

风巷为锚网——锚索联合支护断面呈矩形,宽×

高=4.2×

切眼为锚网——锚索联合支护,断面呈矩形,宽×

高=7.5×

3.1m(净尺)。

1301综采工作面巷道布置如图2-1-1所示。

 

图2-1-11301综采工作面巷道布置示意图

第二节采煤工艺

一、采煤方法

工作面煤层平均厚度为5.49m,底板为泥岩、砂质泥岩。

为方便管理,采高定为(3.0±

0.1)m,但最大不大于3.1m。

工作面采用单一倾斜长壁后退式低位放顶煤采煤法,综合机械化开采,全部垮落法管理顶板。

1301综采工作面设备布置如图2-2-1所示。

图2-2-11301综采工作面设备布置示意图

二、工艺流程

机组割煤—跟机移架—推前溜—放顶煤—拉后溜—清煤。

(一)进刀方式

工作面采用端部斜切进刀方式,以机头进刀为例。

1、如(a)图所示采煤机割透机头时,采煤机后30m处,大溜推向煤墙,做好采煤机进刀和推移机头的工作。

2、如(b)图所示让采煤机反向牵引,沿溜方面弯曲段切入煤墙,使采煤机进入下刀工艺,同时将机头顶向煤墙,使大溜成一条直线。

3、如(c)图所示让采煤机反向牵引,再次割透机头,割掉三角煤,进入下一循环。

4、如(d)图所示机组割煤时,采用前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤的方式。

(二)割煤顺序

采煤机在工作面由机头—机尾,机尾—机头往复运行,逐架顺序割煤。

(三)移架方式

工作面移架时,采取及时支护方式,本架手动操作,从端头或端尾跟机移架。

(四)推前溜及拉后溜的方式

工作面要依次推前溜、拉后溜,保证推拉前后溜弯曲段不少于15节,逐步将前后溜推拉成一条直线。

(五)放煤方式

在机组割完一刀煤,将支架移出后,采用多人分段单轮放煤方式,通过收尾梁使顶煤落入后溜中,直到见矸后,伸出尾梁,打彻插板。

三、工艺详细说明及要求

(一)割煤

工作面采用MG300/730-WD电牵引采煤机,随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤(前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤),完成割煤工序,采煤机滚筒直径1.8m,割煤高度3.0±

0.1m,采煤机割煤时,应遵循以下规定:

1、采煤机司机要严格遵守《煤矿安全技术操作规程》。

2、机组严禁在无冷却水、喷雾不完好的情况下开机。

3、机组开机时,必须严格执行喊话、点动、再开机的作业程序,严禁随意开机。

4、采煤机司机割煤时,必须精力集中,相互配合,严防割前梁、护帮板,尤其在斜切进刀时,司机要时刻注意。

5、机组在割煤过程中,司机一定要掌握好负荷与速度的关系,严禁开快车,应将机组的平均速度控制在3m/min范围内。

6、机组司机在操作采煤机割煤时,应随时注意煤墙的软硬变化及机组的运行状态,若出现异常,立即摘开离合器,闭锁大溜,进行检查,处理后方可重新开机。

7、割煤过程中,机组司机应随时注意煤墙片帮及顶板变化情况,如发现问题及时采取措施,采煤机割过后,紧跟前滚筒,及时伸出伸缩梁并打出护帮板,对工作面所暴露的顶板进行临时支护。

8、机组在运行状态中,严禁机组司机搬运机身与电缆槽之间的炭块等物,在机组附近进行破炭工作时,必须切断机组电源,打开隔离,闭锁大溜,将护帮板逼紧煤墙,专人监护顶板,方可作业。

9、机组割煤时,应注意机组履带的张紧及拖拉情况,防止损坏电缆、水管。

10、机组司机要随时注意机载瓦检仪显示的瓦斯浓度,当瓦斯浓度超过1%,瓦检仪发出报警信号时,则立即停止采煤机,及时通知班组长,待瓦斯浓度降至1%以下后,方可开机。

11、严格控制采高在3.0±

0.1m范围内,不准有飘刀、啃底、超高现象发生。

12、机组在斜切进刀时,机组司机必须放慢牵引速度,控制牵引速度在1m/min以内。

13、由于工作面长,前溜负荷大,当机组经中部槽往机尾割煤时,要放慢牵引速度,控制煤量,避免因负荷大造成压死溜。

(二)装煤

1、机组滚筒旋转时,煤体被截齿破落,并由螺旋叶片装入运输机,少量煤在顶溜时由铲煤板装入前溜中。

2、支架与前溜之间的浮煤及支架与支架间的浮煤,由清煤工清入前溜中,其操作注意事项:

(1)清煤工必须等前溜推出去、支架停止动作以后开始清煤。

(2)清煤工作业时,必须随时注意煤墙及顶板情况,保证支架护帮板全部逼紧煤墙,确认支护可靠后方可作业。

(3)清煤工必须面向机组运行方向,随时注意前溜的运行状况,以防止前溜涌出大炭或其它物件伤人。

(4)清煤工作业时,与支架动作地点距离不少于10m。

(三)运煤

工作面采煤机割下的煤由刮板输送机运至端头卸载,经转载机由皮带运出。

(四)移架

本工作面采用ZF5400/17/32型支架,操作方式为手动本架操作,追机作业,顺序移架,移架步距0.8m,移架滞后采煤机后滚筒5m进行,及时支护顶板,如顶煤破碎或片帮严重时,可采用超前移架,及时打出护帮板等支护方式管理顶板,严防冒顶。

移出的支架要符合以下规定:

1、工作面支架前梁接顶严密。

2、工作面必须挂线移架,移出的支架要排成一条直线,50m拉线其偏差不得超过±

50mm,中心距1.5m,偏差不超过±

100mm。

3、支架顶梁与顶板平行支设,其最大仰俯角小于±

4、相邻支架间不得有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤、不咬,架间空隙不超过200mm。

5、支架工在操作支架时,除注意顶板、煤墙状况外,还必须注意支架尾梁、插板与后溜的相对位置,以免移出架后,插板绊后溜刮板及链。

6、移架前,必须检查后溜是否收回,否则不予移架。

7、移架时,必须保证后溜不随支架前移。

(五)推前溜

推移前溜滞后采煤机后滚筒20m进行,推移时要过渡平稳、自然,不得出现急弯,严禁停机推溜,推溜时要顺序作业,推移时必须将溜推成一条直线,同时符合以下规定:

1、工作面必须有3-4组的支架推移顶同时动作来完成顶溜的推移工作。

2、弯曲段溜槽不少于15节。

3、推前溜到位后,支架工将支架推移手把复零位,以免发生高压管崩破伤人或顶坏前溜。

4、若工作面坡度较大,或机头、尾长度不合适时,采取单向顶溜或进行采斜调整机头(尾)伸入巷道内长度。

(六)放煤

根据本面支护的特点,及切眼尺寸支护情况,在支架的尾梁全部离开锚网支护顶板处,开始放煤,考虑外部运输能力,采用采放交替作业方式。

1、步距及放煤顺序

本面采用多人分段单轮放煤法,按架号依次进行,一架放完后再进行下一架,直到顶煤放完为止。

2、初次放顶煤

工作面回采初期顶煤比较完整,放煤困难,为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准采取以下措施:

(1)放慢割煤速度,增加顶煤空顶时间。

(2)反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层,使顶煤破碎,从而通过后尾梁滚入后溜中。

(3)在反复升降支架时,必须密切注意支架前梁上部顶板状况,升起架后必须保证支架前梁接顶严密,初撑力达到要求,防止出现冒顶事故。

3、正常放煤

放煤操作:

收回插板,操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的煤流入后溜中,若大炭堵住,则可多次反复伸收尾梁使大炭破碎,放煤结束后,升起尾梁,伸出插板。

4、放煤要求及注意事项

(1)本工作面要求一采一放,放煤时固定由放煤工分段作业。

(2)工作面移架后,后溜正常运转,方可进行放煤工作。

(3)放煤范围除去过渡架外所有的低位放顶煤支架。

(4)放煤时,必须密切注意放煤口涌出的煤流及矸石状况,严防大块矸石入溜。

(5)正常放煤应架架二次见矸停放,既要保证煤质,同时保证顶煤回收率。

加强现场监督检查,最大限度提高顶煤回收率。

(6)放煤人员进行伸出插板的作业,必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系,严禁出现插板绊后溜刮板或链。

(7)放煤人员操作时应站在架间支护完整处操作手把。

(8)后溜司机要随时观察后溜煤量和电机负荷,及时发出“放”、“停”信号,防止后溜断链或压溜。

(9)放煤结束后,必须及时将插板伸出进行挡矸,以免大块矸石进入后溜损坏设备。

(七)拉后溜

1、拉后溜必须滞后放煤点后进行。

2、拉后溜时,其弯曲过渡段不得小于15节,不能出现急弯。

3、拉溜完毕,手把复“0”位,后溜成一条直线。

4、严禁停机时进行拉后溜作业。

5、拉后溜时必须依次前移,不准分段或改变方向。

四、有关要求

(一)防止大溜上窜下滑的措施和处理方法

1、由于工作面,端头(尾)支护方式为无端头(尾)架支护,在回采过程中,必须严格控制大溜及过渡架在巷道中的位置,确保安全出口达标。

2、在正常回采前,必须在风运巷找好基准点,随时测量大溜机头(尾)的长短,根据测量结果通过单向顶溜的方式进行调整。

3、若上述调整未能凑效,则采取机头(尾)甩刀的方式,使工作面成伪斜(角度控制在2°

-6°

),配合单向顶溜和摆架来调整大溜机头(尾)的长度。

(二)割煤期间各转载点,机组内、外喷雾要正常使用且保证喷嘴完好,水压及喷洒效果正常。

机组割过煤后,其回风侧跟机必须保证5组支架间喷雾正常使用,以降低落煤过程中产生的粉尘。

采煤机正常割煤时,内喷雾压力不得小于2MPa,外喷雾压力不得小于1.5MPa,喷雾流量应与机型相匹配。

如果内喷雾装置不能正常喷雾,外喷雾压力不得小于4MPa。

无水或喷雾装置损坏时必须停机。

五、工作面生产能力

1301工作面采用倾斜长壁方式布置,使用低位放顶煤一次采全高综合机械化采煤方法,顶板管理为全部跨落法。

工作面煤层平均厚度5.49米,其中采煤机滚筒割煤3.0±

0.1米,放煤厚度2.49米,滚筒截深0.8米,采煤机割煤一刀,放煤一轮为一正规循环,其循环进度0.8米,工作面长度213.3米,放煤区段长202.8米,底煤回收率95%,顶煤回收率91%。

循环割煤产量:

Q1=L1×

m1×

R1=213.3×

3.0×

0.8×

1.42×

0.95=690.58t

循环放煤产量:

Q2=L2×

m2×

R2=202.8×

2.49×

0.91=522.02t

循环产量:

Q=Q1+Q2=1212.6t

其中:

L1、L2:

分别为工作面长度,放煤区段长度。

m1、m2:

分别为割煤高度,放煤高度。

R1、R2:

分别为底煤回收率,顶煤回收率。

r:

煤体容量,取1.42。

b:

滚筒截深。

第三节设备配置

工作面主要设备参数表见表2-3-1

表2-3-11301综采工作面主要设备参数表

序号

设备名称

数量

型号

功率

安装地点

采煤机

MG300/730-WD

730kw

切眼

2

过渡支架

7

ZFG6500/19/33

3

中间支架

138

ZF5400/17/32

4

前溜

SGZ830/630

315kw

5

后溜

SGZ764/500

250kw

6

转载机

SZZ830/250

1301运输顺槽

破碎机

PLM1500

160kw

皮带输送机

DSJ120/120/2×

250

9

乳化液泵

BRW315/31.5

200kw

电气列车

喷雾泵

BPW320/10M

75kw

11

移动变电站

KBSGZY2-T-1600/6

12

组合开关

QBZ-1600/1140(660)-8

13

调速起动器

QJT250/1140(660)

14

皮带机头

15

变频调速装置

ZJT1-200/1140

第三章顶板控制

第一节支护设计与顶板控制

一、顶板岩性分析

采煤工作面直接顶为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩,厚度2.97m。

按顶板坚硬程度、稳定程度及对工作面矿压影响程度分,直接顶为V类不稳定岩层。

基本顶为中细粒砂岩,属Ⅲ类顶板,基本顶来压不明显。

初次来压步距为30-50m,周期来压步距15-25m。

矿压参数见表3-1-1。

表3-1-1矿压参数表

项目

数据

顶底板条件

直接顶厚度/m

基本顶厚度/m

9.5

直接底厚度/m

直接顶初次跨落步距/m

8-10

初次来压

来压步距/m

30-50

来压显现程度

不明显

周期来压

15-25

底板容许比压/MPa

直接顶类(级)别

V

基本顶类(级)别

巷道超前影响范围/m

20

二、支架选型及验算

根据周边矿井工作面回采经验及现有设备进行1301工作面设备配套选型。

预选ZF5400/17/32型放顶煤液压支架,支撑高度1.7-3.2m,支护强度0.76MPa。

工作面支护强度计算

根据矿井的煤层地质条件,按倍数岩重法计算液压支架的支护强度,公式如下:

P=1000·

γ·

9.8·

10-6

式中:

P——支架支护强度,MPa;

M——煤层采高,设计取M=3.0m;

γ——顶板岩石容重,2.6t/m³

N——岩重倍数,按中等稳定以下顶板考虑,取6~8。

P=1000×

(6~8)×

2.6×

9.8×

=0.46MPa~0.61MPa<选型支架的支护强度0.76MPa

支架工作阻力的确定

F=1000P·

(L+C)

F——支架工作阻力,KN;

P——支架支护强度,MPa,设计取0.7;

A——支架中心距,A=1.5m;

L——支架顶梁及前梁长,L=4.28;

C——梁端距,c=0.2~0.35m,取c=0.3m;

则:

F=1000×

0.70×

1.5×

(4.28+0.3)=4809KN<选型支架的工作阻力5400KN

经选型计算ZF5400/17/32型放顶煤液压支架工作阻力5400KN,支护强度0.78MPa,最小支承高度1.7m,最大支承高度3.2m,符合我公司综采工作面支护强度要求。

ZF5400/17/32支架参数见表3-1-1。

表3-1-11301综采工作面中间支架参数表

参数

架数(架)

掩护梁长(mm)

2055

支撑高度(m)

1.7-3.2

初撑力(KN)

3504(p=25.2MPa)

质量(t)

19.8

工作阻力(KN)

5400(p=35.9MPa)

底座长(mm)

2935

底板比压(MPa)

顶梁长(mm)

3015

支护强度(MPa)

0.76

1301工作面所需过渡支架及性能:

端头尾架采用ZFG6500/19/33型液压支架,共7组,其主要性能如下:

工作阻力:

6500KN

支护强度:

0.76MPa

支护高度:

1.9-3.3m

三、ZF5400/17/32型液压支架的最大、最小控顶距,如图3-1-1所示。

(一)最大控顶距H大=4280+340+800=5420mm

(二)最小控顶距H小=4280+340=4620mm

顶梁及前梁长:

4280mm

滚筒截深:

800mm

梁端距:

340mm

图3-1-11301综采工作面支架最大、最小控顶距示意图

四、采煤工作面所需支护材料及备用物料的位置、数量及管理方法见表3-1-2、3-1-3。

备用材料位置正常回采时设在回风巷距采煤工作面不超过100-150m处、巷道较宽的地方。

备用物料管理的方法按下列执行:

(一)所有单体液压支柱、大板梁在备用地点分别码放整齐,且迎风方向应摆放整齐,分别按类悬挂标示牌,不准混淆。

具体由运料组负责。

(二)其他物料必须

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