崔庄作业规程.docx

资源描述

崔庄作业规程.docx

《崔庄作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《崔庄作业规程.docx（90页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

崔庄作业规程.docx

崔庄作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

23上13工作面是陆地采区东翼开采的第七个工作面，其南面是23上11的采空区，北面尚未开采，西面以陆地轨道下山为界，东面以济微公路保护煤柱为界。

具体位置及井上下关系如表一所示。

工作面位置及井上下关系表表一

水平名称

－250m

采区名称

陆地采区

地面标高

＋33.6m

井下标高

－364～－423m

地面的

相对

位置

23上13工作面地面为耕地，运输巷的切眼端位于崔庄煤矿的主井北东N1554E188m处。

运输巷的停采线端位于崔庄煤矿的主井北西N1623.05W254.08m处。

运输巷以南为23上11工作面采空区塌陷形成的轻微塌陷区。

回采对

地面设施的影响

23上13工作面上部地面南侧为23上11工作面采空区塌陷形成的塌陷区，预计本工作面的回采会增大地面塌陷区范围，塌陷深度预计为2.2m左右。

目前在回采区上方为耕地、鱼池和新建建筑物，塌陷可能会造成耕地塌陷致绝产、鱼池深度增加和新建建筑物倒塌。

井下位置及与相邻关系

本工作面西邻陆地轨道下山，南邻23上11工作面采空区，北面尚未开采，东面以济微公路保护煤柱为界。

走向长度

760．4m

倾斜长度

118.8m

面积

88846m2

第二节煤层

本工作面回采煤层为3上层煤，通过23上11工作面回采、23上13工作面掘进实际揭露和地质资料分析证实，该工作面范围内，3上层煤赋存稳定，全区可采，煤层的厚度在3.3～4.1m之间。

具体情况如表二所示。

煤层情况表表二

煤层厚度（m）

3.30～4.10

3.75

煤层结构

较简单

煤层倾角

（度）

1.5～8.5

开采煤层

3上

硬度

2.0～2.5

煤种

气肥煤

稳定程度

较稳定

煤

层

情

况

描

述

23上13工作面回采的煤层为山西组3上层煤，煤层厚度3.3～4.1m，平均3.75m，其中西部较厚，东部较薄，煤层结构简单。

本工作面煤质稳定、黑色、弱玻璃-玻璃光泽、平坦状、粒状、贝壳状断口、裂隙节理不发育、性脆多呈线理状，条带状结构，煤岩类型为暗亮--亮暗煤型。

有机组分以镜质组为主，含量占煤层有机质的63.50～65.00%，丝炭化物质一般含量为28.6～29.5%。

稳定组分含量为7.30～8.90%。

工业牌号单一，属中等程度气肥煤。

低硫、低磷可作良好的动力用煤和炼焦用煤，本煤层硬度普及系数一般为2.0～2.5，中间硬度较大，顶底板附近硬度较小。

煤层走向为SW-NE,倾向为SE，倾角1.5～8.5°，平均5°左右，多数情况下为4.5°左右。

工作面倾斜方向煤层伪倾角：

在切眼附近煤层南倾5.5～14.5°；一般11°左右；B-B剖面处，煤层南倾3～7.5°；一般5°左右；在设计停采线附近的煤层，煤层南倾6～11°；平均8.5°左右。

工作面走向方向煤层伪倾角：

轨道巷侧，由车场往东煤层倾角0～16°，一般8°左右，小型波状起伏幅度较小；运输巷巷道停采线往东，煤层倾角0～17°,一般10°左右，小型波状起伏较小。

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表表三

顶、底板名称

岩石名称

厚度（m）

特征

老顶

砂泥岩互层

14.8

深灰色，泥质为主，性脆。

细砂岩

9.10

灰色，石英为主，长石次之，泥硅质胶结，缓波状水文成理，夹粉沙岩条带状互层。

泥岩

2.05

浅灰色，质较出纯见黄铁矿晶粒。

中砂岩

4.40

灰色，石英为主，长石次之，泥硅质胶结，缓波壮水文层理，夹粉沙岩条带状互层。

直接顶

泥质砂岩

10.52

深灰色，下部多泥质，性脆少含炭化植物化石及亮煤透晶体。

煤层

3.75

直接底

泥质砂岩

1.85

深灰色，下部多泥质，性脆，少含炭化植物化石。

老底

细砂岩

8.08

灰色，主要成分为石英，其次为长石，泥硅质胶结，缓波状水文层理，夹粉沙岩条带状互层。

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

本工作面地质构造简单,预计正断层F13.2穿过本工作面，断层落差为H＝2.0m，运输巷端位于停采线外，是影响开采的主要因素，回采过断层时，要做好顶板管理工作和过断层补充措施。

在轨道巷的联络巷掘进时揭露断层FL13.1，在回采范围外，对工作面回采产生影响较小。

在轨道巷掘进时另揭露四条断层，分别为FL13.3、FL13.4、FL13.5、FL13.6，落差较小，对工作面回采产生影响较小。

在运输巷掘进时揭露断层FL13.7，落差较小，对工作面回采产生影响较小。

（详见表四）

断层情况表表四

断层

名称

走向

倾向

倾角

断层

性质

断层

落差

对回采的影响

FL13.1

36°

306°

76°

正

0.9～1.8m

较小

FL13.2

18°

108°

70°

正

较大

FL13.3

27°

117°

68°

正

0.7m

较小

FL13.4

39°

129°

56°

正

较小

FL13.5

51°

95°

141°

正

0.4m

较小

FL13.6

120°

210°

56°

正

1.3m

较小

FL13.7

195°

285°

31°

正

1.2m

较小

二、褶曲情况以及对回采的影响

23上13工作面位于柴里向斜的核部，总体构造受柴里向斜的控制，小型波状起伏，幅度较小。

对正常回采影响不大，但对工作面的泄、排水会带来一定影响。

23上13工作面的最低点：

轨道巷位于导6点附近，运输巷位于导8点附近。

三、其他因素对回采的影响

根据23上13工作面掘进时揭露，23上13工作面范围内，有火成岩YL13.1侵入，并穿过工作面，会给工作面回采带来一定困难。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

本工作面回采波及的含水层主要是3上煤层顶板砂岩,含水性中等。

一般为顶板淋水，水量小于3m3/h，与其它含水层无直接补给关系，对回采的影响较小。

底板含水层对本工作面的开采没有影响。

二、其它水源的分析

23上13综放工作面位于23上11工作面采空区的斜上方,水文地质条件比较简单,经掘进实际揭露，运输巷上方23上11工作面有部分老空水，经多次疏放，已无较大存水，但回采时仍须时刻注意，以防造成突水事故。

巷道没有积水，和渗水现象。

回采过断层时，注意断层有导水性，应加强顶板支护和防水工作。

三、涌水量

预计该面正常涌水量约为5m3/h,最大涌水量约15m3/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

影响回采的其它地质情况表表五

瓦斯

低瓦斯矿井，瓦斯的相对涌出量为0.290m3/t,绝对涌出量0.076m3/min,采面参考值0.332m3/min。

CO2

低CO2矿井，CO2相对涌出量为0.259m3/t,绝对涌出量0.295m3/min。

采面参考值0.295m3/min。

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性，指数为40%左右。

煤的自燃倾向性

自然发火煤层，发火期3—6个月。

地温危害

无

冲击地压危害

无

二、冲击地压和应力集中区

本工作面为3上采煤，陆地采区东翼开采的第七个工作面，预计局部的应力集中对正常回采影响不大。

第七节储量及服务年限

一、储量

储量：

453114.6t；

可采储量：

本矿的综放工作面回采率参考值为93%，可采储量421396.6t。

二、采煤工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

=760.4/（1.2×3×30）=7个月

附图1：

23上13工作面底板等高线图。

附图2：

23上13工作面煤岩综合柱状图。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

陆地采区（二采区）是崔庄煤矿1996年设计，1998年投入生产。

该采区为下山采区，共分为15个区段，工作面采用走向长壁布置。

采区上部为-250m水平大巷。

受向斜构造的影响，采区中部低，布置了采区水仓和泵房。

采区分东西两翼开采，中间为平行布置的两条采区下山，一条轨道下山与井底车场绕道相通，供行人、运料、进风用；另一条运输下山与井底煤仓直接相通，供运煤、回风用。

后在两条下山之间掘了一条猴车道，专供运输人员用。

回采工作面的两巷采用留小煤皮的沿空掘巷方法掘送。

23上13工作面是该采区东翼开采的第7个工作面。

二、工作面轨道巷

23上13工作面北侧顺槽为轨道巷（上顺槽），沿3上煤层底板布置。

沿巷道敷设轨道，局部地段敷设双道。

轨道巷采用11#矿用工字钢架棚支护，棚间距0.8米；梯形断面，上净宽3.0m，下净宽3.8m，净高2.2m，断面积7.48m2。

巷道走向长度784m。

主要用于该工作面的运料和进风；同时在距工作面100米处安设设备列车，设备列车包括变电站车、开关车、电缆车、泵站车，前后各有一台回柱绞车牵引；随着工作面的向外推进，设备列车每班也随着向外牵引。

轨道巷内布置有一趟Φ2.5吋的供水管路、一趟Φ3.0吋的排水管路，并在靠近工作面的地点设有回柱绞车等设备。

三、工作面运输巷

23上13工作面南侧为运输巷（下顺槽），沿3上煤层底板布置。

与已开采的23上11工作面运输巷相距3.0米，沿巷道上帮敷设轨道和下帮敷设胶带输送机。

运输巷采用11#矿用工字钢架棚支护，棚间距0.8米；梯形断面，上净宽3.0m，下净宽3.8m，净高2.2m，断面积7.48m2。

巷道走向长度868m。

主要用于该工作面的运煤和回风。

运输巷内布置有一趟Φ2.0吋的供水管路、一趟Φ3.0吋的排水管路，并在靠近工作面的地点设有回柱绞车等设备。

四、工作面切眼

因受断层的影响，本工作面形成两个切眼，切眼一位于23上07工作面的最东部，沿3上煤层的底板布置。

切眼二位于切眼一的西部124m处，沿3上煤层的底板布置。

初掘时为梯形断面，上净宽3.0m，下净宽3.6m，净高2.2m，断面积7.26m2。

采用11#矿用工字钢架棚支护，棚间距0.8米。

后期扩大，上净宽增为4.6m，扩大部分为单体液压支柱配合木板梁进行支护。

五、车场

车场是工作面运输巷与采区轨道下山之间相联系的巷道，其支护方式与工作面运输巷的支护方式相同，通过车场使工作面构成各生产系统。

六、硐室

在轨道巷内布置躲避硐室，锚网支护，深1.5m，宽2.0m，高2.2m，外口采用不少于5架棚的联锁支护。

第二节采煤工艺

一、采煤方法

1、采煤方法的选择

根据3上煤层的赋存条件和工作面巷道的布置方式，结合我矿现有的综采设备的装备情况，选用合适的低位放顶煤液压支架，根据支架的支撑高度，选择确定了采煤方法为：

走向长壁后退式轻型支架综采放顶煤一次采全高采煤法。

2、采高和放煤高度的确定

根据煤层厚度3.3～4.1米，平均3.75米，所选轻型放顶煤液压支架的支撑高度（1.6～2.4米），结合采煤机的滚筒直径1.4米，确定割煤高度为2.2米。

则放煤高度为1.1～1.9米，平均1.5米；采放比为1∶0.7。

二、回采工艺

1、主要工艺流程

割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜。

2、工艺说明

（1）破煤方法

工作面煤壁采用MWG160/375--W型双滚筒液压无链牵引采煤机进行截割；顶煤在矿山压力和支架反复支撑顶板的作用下在支架后方破碎，利用支架尾梁摆动、插板伸缩放出；一次采全高，一刀一个循环。

初次放顶煤为工作面推进1.2m处，距停采线8m时停止放顶煤。

为了保证工作面上下端头的顶板完好，工作面两端头过渡架不放顶煤，并铺设金属网。

⑴采煤机进刀方式采用中部斜切进刀，采取单向割煤方法，往返一次割一刀煤。

割煤和进刀方法为：

①开始：

采煤机在工作面中部，前溜靠近煤壁成一条直线。

②采煤机下（上）行割煤，割透下（上）端头后，调整前（后）滚筒位置，清扫浮煤上（下）行至开始位置，前溜滞后采煤机15米推移0.6米至规定位置。

③调整好前后滚筒上下位置，上（下）行割煤，割透上（下）端头后，调整后（前）滚筒位置，清扫浮煤下（上）行至弯曲段。

④进刀：

采煤机沿着弯曲段下（上）行割三角煤，至采煤机全部进入直线段达到0.6米截深时停止。

⑤从弯曲段上（下）行推移前溜0.6米到溜尾（头），使前溜成直线。

附图3：

采煤机中部斜切进刀单向割煤示意图。

⑵割煤质量要求：

①严格控制采高。

生产过程中，要求采煤机司机精心操作，加强观察，保持采高均匀稳定，符合2.2m要求，出现偏差及时调整，偏差不得大于±100mm。

②顶底板要割平。

割煤时要按照规定的采高要求和煤层倾角，沿煤层底板将煤顶板割平，不应留底煤，相邻两刀之间不出现50mm的台阶或伞檐。

若遇到断层、底鼓、褶曲等地质构造时，一般情况下，按照煤层整体顶底板的坡度，进行破底（顶）或留顶（底）煤回采，将工作面顶底板顺成一个平缓的坡度，防止出现局部坡度过大而造成支架歪斜、顶梁接顶不实、端面距加大、设备移设困难、顶板破碎冒落等现象。

③煤壁要割直。

采煤机割煤时，将煤壁采直割齐，不留伞檐，达到600mm的循环进尺要求。

（2）装煤方法

机组割煤主要依靠采煤机的螺旋滚筒在截割过程中自行装煤入前溜；剩余割煤量在移溜时由铲煤板装煤或人工清理浮煤。

破碎的顶煤通过放煤口靠自重直接装入后溜。

（3）运煤方法

机组割煤由前溜运输，顶煤由后溜运输，前后溜的煤炭集中到运输巷转载机，经运输巷内的带式输送机，再经转载机，到达二采区运输下山胶带输送机，最后运入井底煤仓。

（4）支护方法

采用及时移架支护方式进行支护。

（5）推前溜

推前溜工作在机组清扫浮煤时，滞后煤机15m依次进行，本架操作。

输送机弯曲段长度不小于15m。

推移步距为600mm，分2～3次推移到位。

除输送机弯曲过渡段，其它要保持齐直，偏差≤±50mm；水平弯曲角度＜1°；输送机要平，上下弯曲度＜3°；输送机头与转载机搭接合理：

底链不拉回头煤，链轮中心线距转载机中板高为500mm。

停溜时严禁推溜，防止卡死溜子。

为保证溜子不致发生飘底、啃底现象，移溜时应按顺序同时使用连续3架以上推移千斤顶操作。

移机头、机尾时必须停溜进行。

（6）拉后溜

拉后溜必须单向进行，严禁从两端同时或从中间开始拉后溜，并且滞后放煤支架15米，本架操作，其操作技术要求及质量标准与移前溜相同。

（7）放顶煤

顶煤在顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动等综合作用下被破碎。

破碎的顶煤由支架收缩插板、下摆尾梁放出。

放顶煤是综放工艺的关键工序，放煤多少和煤炭质量直接关系着工作面单产和效益。

放顶煤工作从放煤口见煤即可开始，循环放煤，当工作面推进到距停采线8米处时，停止放煤。

放顶煤过程中，中间架放煤，上下端头支架不放顶煤。

根据我矿几年来的开采实践，确定放煤参数为：

①放煤步距

采用一刀一放，即放煤步距为0.6米。

②放煤口位置

根据液压支架结构特征，为低位放煤。

③放煤方法

采用双轮间隔顺序均匀放煤法。

即：

第一轮首先依次打开双号放煤口（4、6、8、……）进行放煤，间隔一段时间后，再依次打开单号放煤口（5、7、9、……）进行放煤。

首先抽动尾梁插板，将放煤口上方的破碎顶煤放出，煤量小时再活动尾梁继续放煤，最后收缩尾梁加大放煤口，将上部的大块煤放出，见矸30%或矸石大量流出时方可停止放煤。

然后升起尾梁伸出插板，尾梁要略高于掩护梁，保证后部有足够的过煤空间。

对第一轮放煤效果不好的进行第二轮补放。

一般情况下，支架放煤口不能全部打开，以防止大块煤矸突然涌出而卡住放煤口，或者进入输送机卡断链子等。

对于大块煤要用插板或尾梁将其挤碎再放出，大块的矸石进入放煤口时，要用插板将其推入采空区，然后再将上部的顶煤放出。

若大块煤成拱或块度较大时，一般采取同时打开2～3个放煤口、多人操作的方法，使顶煤垮落而放出，必要时可活动掩护梁使顶煤垮落（破坏成拱条件）。

放煤时要掌握好放煤速度，上部的放煤口要做到均匀稳定适量放煤，下部放煤口可根据输送机中的煤量大小来决定放煤速度，并在上部放煤工换架或后期放煤少的间隙大量放煤，使输送机处于稳定运输中。

三、工作面正规循环生产能力

工作面对接前长度较短，每天按9个循环；对接后工作面长度增加，按6个循环；循环进尺为0.6米，故每日进尺分别为5.4米、3.6米。

回采率按93%。

采煤高度2.2米，回收率97%；放煤高度1.5米，回收率97.5%；上下各1.5米不放顶煤。

平均每月生产天数按30天，正规循环率按95%，煤的密度为1.36吨/米3。

工作面对接前：

日割煤量＝66.8×5.4×2.2×1.36×0.97＝1046.9（吨）

日放煤量＝（66.8－1.5×2）×1.5×5.4×1.36×0.975＝685.2（吨）

日产量＝697.9＋456.8＝1732.1（吨）

月产量＝1732.1×30×0.95＝49365（吨）≈4.9万吨

工作面对接后：

日割煤量＝118.8×3.6×2.2×1.36×0.97＝1241.2（吨）

日放煤量＝（118.8－1.5×2）×1.5×3.6×1.36×0.975＝829.2（吨）

日产量＝1241.2＋829.2＝2070.4（吨）

月产量＝2070.4×30×0.95＝59006（吨）≈5.9万吨

第三节设备配置

一、采煤机

型号：

MWG160/375-W型双滚筒液压无链牵引采煤机

滚筒直径：

1400mm

截深：

630mm

采高：

1.4～3.0m，最佳1.6～2.4m

卧底量：

220mm

功率：

375KW，即截割功率2×160KW、牵引功率55KW

牵引速度：

0～6.0m/min

牵引力：

350KN

喷雾：

方式为内外喷雾，供水压力为1.5/3.0MPa，供水流量为250L/min

生产能力：

平均360t/h，最大640t/h

整机重量：

27吨

二、液压支架类型及参数

1、基本支架采用郑州煤矿机械厂生产的ZFQ2000-16/24型轻型放顶煤液压支架，支护参数如下：

支护高度：

1600～2400mm

支架宽度:

1220～1270mm

额定初撑力：

1540KN（31.4MPa）

额定工作阻力：

2000KN（40.7MPa）

支护强度：

0.51MPa

底板比压：

1.32MPa

支架中心距：

1250mm

自重：

5.5吨

2、过渡支架采用郑州煤矿机械厂生产的ZFQ2800-17/26型过渡液压支架，支架参数如下：

支护高度：

1700～2600mm

支架宽度:

1450～1525mm

初撑力：

2533KN（31.4MPa）

工作阻力：

2800KN（40.7MPa）

支护强度：

0.54MPa

底板比压：

1.30MPa

自重：

12吨

三、运输设备

1、刮板输送机有两部，即工作面前后溜

型号：

SGZ—630/220型中双链可弯曲刮板输送机

链速：

0.93m/s

电机功率：

110KW×2

运输能力：

400t/h

中部槽尺寸：

1250mm×660mm×220mm

2、带式输送机一部

型号：

SST1000/160型可伸缩带式输送机

输送量：

630t/h

输送长度：

1000m

带速：

1.88m/s

带宽：

1000mm

机尾搭接长度：

15m

电机功率：

160KW

3、桥式转载机两部

型号：

SZB—730/75型桥式转载机

输送能力：

630t/h

电机功率：

75KW

中部槽宽：

730mm

4、破碎机一部

型号：

PLM1000轮式破碎机

生产能力：

1000t/h

进料口宽度：

1000mm

进料口高度：

1000mm

破碎物料硬度：

f≤10

最大入料粒度：

长度不限、700×950mm

出料粒度：

150～300mm

电动机功率：

110KW

外形尺寸：

5030×1785×1720mm

5、辅助运输设备选用1.0吨的矿车、平板车和材料车，牵引设备选用JD-11.4、JH-14型调度绞车，其主要技术参数如下：

JD-11.4型调度绞车：

JH-14型回柱绞车：

牵引力：

10KN牵引力：

140KN

功率：

11.4KW功率：

18.5KW

绳径：

15.5mm绳径：

21.5mm

卷筒直径：

224mm滚筒直径：

430mm

容绳量：

400m容绳量：

120m

外形尺寸：

1100×765×730mm外形尺寸：

2560×869×765mm

四、回料设备

工作面上下两巷靠近工作面附近各布置一台JH-14型回柱绞车，用于回撤难回的钢棚腿和辅助拉移前后溜头（尾）。

回柱绞车主要技术参数如下：

牵引力：

140KN

滚筒直径：

430mm

滚筒宽度：

530mm

功率：

18.5KW

绳径：

21.5mm

平均绳速：

6.36m/min

容绳量：

120m

外形尺寸：

2560×869×765mm

附图4：

23上13工作面设备布置示意图。

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、经验计算支护强度

Ｐt＝6×10×h×r＝6×10×2.2×2.5×103＝330KN／m2）＝1650（KN/架）

式中：

Ｐt—工作面合理的支护强度（KN／m2）

h—采高（m）

r—顶板岩石容重（t/m3），一般取2.5

2、参考陆地采区前6个工作面开采过程中的矿压观测资料（见表六），最大平均支护强度＝340（KN／m2）。

预计工作面矿压参数参考表表六

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

顶

底

板

条

件

直接顶厚度

9.8

老顶厚度

21.75

直接底厚度

1.85

直接顶初次垮落步距

25.67

初

次

来

压

来压步距

48.69

最大平均支护强度

kN/m2

340

最大平均顶底移近量

126

120

来压程度

一般

周

期

来

压

来压步距

21.97

最大平均支护强度

kN/m2

＜340

330

最大平均顶底移近量

来压程度

一般

平

时

最大平均支护强度

kN/m2

300

最大平均顶底移近量

直接顶悬顶情况

底板允许比压

MPa

直接顶类型

类

二类

老顶级别

级

二级

超前影响范围

3、选择工作面支护强度

330（KN／m2）＜340（KN／m2）

因此工作面支护强度应大于340（KN／m2），即0.34MPa。

4、支护设备选择

23上13工作面选用基本液压支架ZFQ2000－16/24型低位放顶煤轻型液压支架，在切眼一安装基本支架43架，下两端头选用ZFQ2800－17/26型过渡液压支架1架，共计44架。

工作面对接后，增加基本支架49架，上端头选用ZFQ2800－17/26型过渡液压支架1架，其支护强度均大于0.34MPa。

从运输巷到轨道巷依次编号为1～94号支架。

根据工作面条件与支架适应条件对照表可以看出，选用ZFQ2000－16/24型支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。

通过对比、验算，证明选用ZFQ2000－16/24型支架能满足要求。

工作面条件与支架适应条件对照表表七

工作面条件

支架适应条件

采高

2.2m

展开阅读全文