回采作业规程矿大毕业设计.docx
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回采作业规程矿大毕业设计
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1303采煤工作面位置及井上下关系,见表1。
表11303采煤工作面位置及井上下关系
水平名称
820
采区名称
三号煤一采区
地面标高/m
1033~1209
井下标高/m
820.3~946.3
地面的
相对位置
工作面对应于地面北部为黄土梯田,南部为山区林地,局部基岩露,区内沟壑纵横,无任何建筑物。
回采对地面
设施的影响
根据1301、1303工作面回采情况,工作面采过后地表产生裂隙,局部会出现不均匀沉降。
由于地表为梯田或林地无任何建筑物,故对地面无影响。
井下位置
及与四邻关系
本工作面北起采区轨道巷,东邻1304工作面,南为未采区,西邻1301采空区。
1303皮带顺槽与1301采空区之间的煤柱为5m。
走向长度/m
1087
倾斜长度
140
面积/m2
159691
第二节煤层
1303采煤工作面煤层情况,见表2。
表21303采煤工作面煤层情况
煤层厚度/m
5.48
煤层结构
单一
煤层倾角/(°)
7
开采煤层
三号煤
煤种
贫煤
稳定程度
稳定
煤层
情况
描述
工作面煤层呈单斜构造。
煤层走向由N51°E~N37°E,倾向NW。
煤层倾角为5~10°,煤层与顶板之间普遍有一层泥岩伪顶,厚度约0.5m。
三号煤物理性质:
灰黑色条痕,金刚—似金属光泽,阶梯状、贝壳状断口,中宽条带结构,块状构造,内生节理裂隙发育,f=3。
容重1.44g/cm3,煤层含1层炭质泥岩夹矸,夹矸厚5~10厘米。
第三节煤层顶底板
1303采煤工作面煤层顶底板情况,见表3。
表31303采煤工作面煤层顶底板情况
名称
岩石名称
厚度/m
特征
基本顶
中—细砂岩
21.30
浅灰色,裂隙不发育,含水性差
直接顶
泥岩
7.00
深灰色,致密块状
伪顶
泥岩
0.30~0.5
灰黑色,层面光滑易垮落
直接底
泥岩、粉砂岩互层
8.9
深灰色,致密坚硬
老底
砂质泥岩
13
灰黑色,局部夹薄层砂岩,含有植物根茎化石
附图1:
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
在工作面掘进过程中未发现断层存在,根据现有资料分析,该工作面范围内没有对回采形成影响的断层存在。
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面位于仙泉向斜东翼,煤层倾角5~10°,呈单斜构造,褶曲构造不会对工作面回采产生影响。
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
煤层顶板主要含水层有:
山西组砂岩裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层、上石盒子组砂岩裂隙含水层,各含水层含水性较差,岩层渗透性较好。
山西组砂岩裂隙含水层为该工作面的直接充水含水层。
在回采过程中顶板水主要以滴淋水的形式出现。
在工作面周期来压时表现较为明显。
二、其他水源的分析
在轨道顺槽掘进过程中局部有底板涌水,但涌水量较小,工作面推进期间要加强观测。
三、涌水量
受1301工作面采空区排泄影响,预计该工作面回采过程中最大涌水量为30m3/h,正常涌水量5~15m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响开采的其他地质情况,见表4。
表4影响回采的其他地质情况
瓦斯
瓦斯绝对涌出量2.65m3/min,相对涌出量1.55m3/t
二氧化碳
二氧化碳绝对涌出量1.01m3/min,相对涌出量0.59m3/t
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性
煤的自燃倾向性
煤层自燃倾向性等级为Ⅲ,属不易自燃煤层
地温危害
地温16.5℃,对生产无影响
二、冲击地压和应力集中区
由于皮带顺槽与1301工作面采空区之间煤柱只有5m,在巷道掘进过程中矿压显现就非常明显,特别是600m以里90%以上的巷道支护变形,底板鼓起、开裂。
三、地质部门的建议
要及时观测顶板围岩的变化,发现顶板破碎严重要及时加强支护。
在工作面周期来压前后,工作面机头及皮带顺槽50m范围内应做好加强支护工作。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量120.2Mt。
工作面可采储量采出率取93%,工作面可采储量为111.8Mt。
二、工作面服务年限
工作面服务期=可采储量/设计月产量=111.8/6.67=17(月)
第二章采煤方法
采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置
采区设计布置三条准备巷道,三条巷道全部为煤巷,其中采区轨道巷贯穿整个采区,承担采区的轨道运输任务,在井田东部与总回风巷相联。
采区皮带巷分为东、西两翼皮带巷,承担采区各采掘工作面的煤炭运输任务。
二、工作巷道布置
1303轨道顺槽东邻1304工作面,走向长度1092.3m,可推进长度1037.6m。
巷道断面为梯形,规格梁净长×高为2.8m×2.5m,采用11#矿用工字钢棚支护。
1303皮带顺槽西邻1301工作面采空区,走向长度1081.8m,可推进长度1041.8m,巷道断面为梯形,规格梁净长×高为3.0m×2.5m,采用11#矿用工字钢棚支护。
1303切眼规格为5.4m×2.4m,采用锚梁网加锚索槽钢联合支护。
附图2:
巷道布置平面示意图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用倾斜煤层走向长壁综采放顶煤采煤法,工作面沿倾向长壁布置ZF3000/15/24型液压支架支护,6MG-200W型双滚筒采煤机落煤、装煤;顶煤通过矿压破煤,自溜装煤;工作面前、后部各安装一台SGB630/220型刮板输送机分别运输采煤机落煤与放顶落煤。
采煤机端头斜切进刀,割三角煤采煤,割煤、移架、推前刮板输送机、放顶煤、拉后刮板输送机顺序进行。
设计采煤机截割高度2.3m,截深0.6m,放煤步距0.6m,采放比1:
1.38。
全部垮落法管理顶板。
工作面初采,推过切眼后放顶煤。
工作面末采,距停采线15m时,留顶煤维护回撤通道。
二、工艺流程
(一)工艺流程简介
采煤机斜切进刀—→割煤—→移架—→推前部输送机—→放顶煤—→拉后部输送机。
附图3:
斜切进刀工艺流程示意图
(二)采煤机进刀方式
当采煤机将上一刀煤割通后,留20架支架停止追机作业;前滚筒下降割底煤,后滚筒上升割顶煤,退出距输送机机头30m之处停机;将退出段前部输送机推出,放4号~20号支架的顶煤,将采煤机前滚筒再次升起,后滚筒下降,采煤机向输送机机头割煤;当割通后,将前滚筒下降割底煤,后滚筒上升割顶煤,采煤机开始由机头向机尾正常割煤;当采煤机到机尾时,斜切进刀方式与机头相同。
(三)割煤
正常情况下,采煤机前滚筒(前进方向的滚筒)割顶煤,后滚筒割底煤,依靠后滚筒转动自行装煤,剩余由铲煤板在推溜时自行装入前部输送机。
割煤时严格控制采高、顶煤、底板,必须割平且不留底煤,将煤壁割成直线。
采煤机割煤速度视后运部输送机放煤量多少而定,防止前后输送机煤量过多,影响带式输送机运输。
(四)移支架
移支架的操作顺序为:
收伸缩梁—→降顶梁(200mm以内)—→移支架—→升顶梁—→伸伸缩梁
移架时,以能使支架前移为宜,顶梁下降量控制在200mm以内,防止咬架或漏顶煤。
如机道顶煤破碎必须将支架伸缩梁护住机道新露出的顶煤,防止机道漏顶。
移架后,支架要呈一直线,并控制最小端面距不得大于340mm。
升架时,支架必须接顶,初撑力达到24MPa。
移架滞后采煤机后滚筒不得超过5m,否则必须停机。
(五)推前部输送机
前部输送机滞后采煤机后滚筒15m以外推入,跟机分段推入,保证输送机呈一直线,弯曲段长度不得低于15m,不得出现急弯儿,以防出现断连接环、连接螺栓或溜槽错口。
(六)放顶煤
工作面采用割一刀放一茬顶煤的作业方式,循环进度为0.6m,放顶煤支架位置为4~90号。
放顶煤与割煤工序采用平行作业方式,采取专人顺序放煤。
放顶煤工不得一次将尾梁收回最大角度,且放煤过程中,要注意观察,尽量不让或少让顶煤流出刮板输送机之外。
当有大块煤卡在放煤口影响放煤时,则反复动作尾梁配合插板,使大块煤破碎;当发现矸石时,及时将插板伸出,防止矸石混入煤中。
严格执行“见矸关窗”的原则。
放煤工要根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。
(七)拉后部输送机
放完煤后,拉后部输送机与推前部输送机相同,分段拉回,拉后部输送机后保证其呈一直线,不得出现急弯儿,防止断螺栓或溜槽错口。
三、工作面正规循环的生产能力
W=L×S×h×r×c
W=140×0.6×5.48×1.44×93%=616t
式中L——工作面长度,m;
S——采煤机截深,m;
h——煤层高度,m;
r——煤的密度,m;
c——工作面煤炭采出率。
第三节设备配备
工作面设备配备,见表5。
表51303采煤工作面设备配备
序号
设备名称
型号
数量
使用地点
1
采煤机
6MG-200W
1
工作面
2
刮板输送机
SGB630-220
2
工作面
3
刮板转载溜
SGB620-40
1
皮带顺槽
4
带式输送机
DTL40-150
1
皮带顺槽
5
乳化液泵
WRB200-31.5A
2
皮带顺槽
6
回柱绞车
JH2-14
2
轨道、皮带顺槽
7
煤电钻
ZM-1.5Q
1
轨道顺槽
8
水泵
BQW15-30
1
轨道顺槽
主要设施技术参数,见表6
表61303采煤工作面主要设备参数
设备名称
项目
技术特征
台数
采
煤
机
型号
6MG-200W
1
电机功率
200KW
牵引方式
液压无链牵引
采高
1.4~3.0m
截深
0.6m
滚筒直径
1.4m
电压
660/1140
牵引力
250KN
刮
板
输
送
机
型号
SGB-630/220
2
输送量
450t/h
刮板链速
1.07m/s
电机功率
110×2KW
电压
660/1140
转
载
机
型号
SGB-620/40
1
输送量
450t/h
与皮带搭接有效长度
1m
铺设长度
80m
电机功率
40×2KW
电压
660/1140
皮
带
输
送
机
型号
DTL80/40/2×75
2
输送量
400t/h
带速
2m/s
电机功率
2×75KW
电压
660/1140
乳
化
泵
型号
WRB-200/31.5
2
额定压力
31.5MPa
电机功率
125KW
电压
660/1140
额定流量
200L/min
乳化
液箱
型号
XIORX
1
容积
1000L
移动变
电站
KSGZY-R-630/6/1.2KV
630KVA/1140V
2
回柱
绞车
型号
JH2-14
2
功率
18.5KW
附图4:
工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、支护设备选型
1303采煤工作面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
参考临近工作面本煤层矿压观测资料,填制矿压参数,见表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
单位
同煤层实例
本面选取或预计
1
顶
底
板
条
件
直接顶厚度
m
7.0
7.0
基本顶厚度
m
18.6~22.4
21.3
直接底厚度
m
0.3~0.5
0.5
2
直接顶初次垮落步距
m
23.5
25
3
初
次
来
压
来压步距
m
35
37
最大平均支护强度
kN/m2
430
450
最大平均顶底板移近量
m
0.130
0.140
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
4
周
期
来
压
来压步距
23.5
15
15
最大平均支护强度
kN/m2
400
450
最大平均顶底板移近量
m
0.08
0.09
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
400
450
最大平均顶底板移近量
m
0.056
0.067
6
直接顶悬顶情况
m
23.5
25
7
底板容许比压
MPa
8
直接顶类型
类
2
2
9
基本级别
级
Ⅱ
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
40
50
(二)待选液压支架技术特征,见表8
表8ZF3000/15/24型支架主要技术参数
项目
内容
单位
规格
适
用
条
件
煤层厚度
m
3.5~10
煤层倾角
(°)
≤25
顶板
直接顶
类
2
基本顶
级
Ⅱ
底板
直接底或煤底,要求底板平整,抗压强度不低于0.19MPa
地质构造
地质构造简单,煤层由赋存稳定,无影响支架通过断层
总
体
特
征
支架高度
m
1.5~2.4
工作阻力
kN
3000
初撑力
kN
1950~2400
对底板最大比压
MPa
0.19
二、乳化液泵站
乳化液泵站选用WRB200/31.5型,两泵一箱。
泵站布置在轨道顺槽。
(一)泵站设置位置
1303采煤工作面液压泵站布置在1303轨道顺槽470m处。
(二)泵站使用规定
1.开泵前,检查乳化液箱的液量大于箱体的1/2,用浓度计检查乳化液浓度在3%~5%之间。
每次加水和加油后,都必须检查一次乳化液浓度。
2.开泵时,时刻注意泵的声音,正常时,声音清晰,压力大于或等于30MPa;若发现异常,立即停泵处理。
3.泵站及液压系统完好,不漏液。
4.必须设专人开泵,不得随意更换。
乳化液配制方法为每95~97kg水加乳化油3~5kg,每次配制后用浓度计检测,要做到管路不漏液,泵站压力正常。
5.在泵箱附近挂管理牌,明确配比方法、用液比例、责任者等,有维修保养制度,并有专人维护,保证设备性能良好。
6.现场配比法:
(1)制作一个长×宽×高=500mm×200mm×250mm的铁箱,箱底焊一个19号截止阀,在铁箱南边距底高200mm处标一圈明显标志线,将该铁箱置于泵箱上。
(2)每次加水到200mm标志线时,停止加水,然后加入0.6~1.0kg乳化油,搅匀即为3%~5%浓度的乳化液。
(3)将配制的乳化液经截止阀注入泵箱内,再用浓度计检测其浓度,在截止阀出口设过滤网。
(4)不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。
第二节工作面顶板管理
一、顶板支护
(一)工作面支护
1303工作面共安装支架93架。
支架中心距1.5m。
工作面最大控顶距4.0m,最小探顶距3.4m,端面距不大于0.34m,移架推溜步距0.6m。
(二)端头支护
工作面两端头采用双楔调角定位铰接顶梁配合单体柱支护。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
(一)运输巷、回风巷超前支护
1.运输巷、回风巷超前维护采用两排1000×600mm十字绞接梁和一排一字铰接梁维护。
单体柱为DW28-250/100型的单体柱。
排距600mm,柱距1000mm。
其中一字铰接梁均靠外帮打设。
2.超前支护的单体柱要打成一条直线,单体柱迎山有劲,升紧打牢,所有单体柱柱头必须用尼龙绳拴好。
两巷无空载、失效支柱,支柱初撑力不低于90kN。
3.超前支护的铰接梁要平直,单体柱打成一条直线,保持梁的直率;不得出现连续不铰接顶梁。
(二)运输巷、回风巷加强支护
运输巷支护损坏严重,原支护有损坏的地段加、补棚支护的具体规定。
附图5:
工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图
二、工作面安全出口的管理
(一)支护形式
两安全出口,每班设专人维护。
确保巷道高度不低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m。
上下端头采用四五控顶,即工作面老空区一侧单体柱见五回一。
(二)质量要求
1.支柱纵横成线,偏差小于±100mm。
2.所有单体柱三用阀方向一致,阀端指向巷帮。
3.从煤壁外3m到老空侧放顶线,插牢双销及防飞销,铰接梁铰接率达100%。
三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面轨道顺槽要常备有:
2.4m长坑木20根,道木20根,DW28-250/100单体柱20根,材料存放点设在超前支护100m以外,物料要分类码放整齐。
单体柱要竖直靠帮摆放,其它材料码放高度不大于1.5m,宽度以不影响运输、行人为准。
表9支护材料的使用数量和存放管理
种类
规格
使用量
复用率/%
备注
铰接梁
十字梁
200
99
铰接梁
一字梁
200
99
单体柱
DW28-250/100
400
80
扁销
90
半圆木
2400mm×180mm×180mm
10
超前支护用
1200mm×180mm×180mm
10
超前支护用
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
表10运煤设备
运煤设备
型号
装转方式
前部输送机
SGB-630/220
自动
后部输送机
SGB-630/220
自动
转载输送机
SGB-620/40
自动
胶带输送机
DTL80/40/2×75
自动
表11辅助运输设备
辅助运输设备
型号
数量
安装位置
回柱绞车
JH2-14
2
皮带顺槽、轨道顺槽
调度绞车
JD-1
1
轨道顺槽
无极绳绞车
JW-1200
1
轨道顺槽
二、运煤路线
工作面→皮带顺槽→采区东翼皮带巷→采区皮带巷→一部皮带巷→井底车场→主井→地面。
三、运料路线
地面→主井→井底车场→一部皮带巷→采区轨道巷→轨道顺槽→工作面。
1.附图6:
运输系统示意图现场施工。
第二节一通三防与安全监控
一、通风系统
(一)回采期间风量计算
1.按瓦斯涌出量计算:
Q=100QCH4K采通=100×3.0×1.6=480m3/min
2.按工作面同时最多工作人数计算:
Q=4n=4×56=224m3/min
3.按工作面气象条件计算
Q=Q基本×K采高×K采面长×K温=425×1.5×1.1×1.1=771m3/min
4.按风速验算
(1)最低风速验算:
Q>15S771m3/min>15×4×2.3(138)m3/min
(2)最高风速验算:
Q>240S771m3/min<240×4×2.3(2208)m3/min
式中
Q——工作面实际需要风量,m3/min;
Q基本——工作面所需的基本风量,m3/min,Q基本=工作面最大控顶距×工作面实际采高×70%(工作面有效断面×适宜风速1.1m/s)=4.0×2.3×70%×1.1×60=425m3/min;
QCH4——工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;
K采通——工作面瓦斯涌出不均匀系数取1.6;
K采面长——工作面长度调整系数取1.1;
K采高——工作面采高调整系数取1.5;
K温——工作面温度调整系数取1.1;
S——工作面通风断面4×2.3,m2;
n——最多人数。
5.根据上述计算,该工作面配风量不低于770m3/min。
(二)通风路线
新鲜风:
主井→一部皮带巷→采区皮带巷→采区东翼皮带巷→皮带顺槽→工作面。
乏风:
工作面→轨道顺槽→采区轨道巷→总回风巷→风井。
附图7:
通风系统示意图
二、瓦斯防治
(一)瓦斯检查
1.专职瓦斯员。
设专职瓦斯检查员,进行现场交接班。
专职瓦斯员负责对工作面及回风流、上隅角、工作面后部输送机、采煤机前后、支架之间等地点进行瓦斯检查。
采煤机割煤时每30min检查1次,其他测点每班至少检查3次,并加强对生产全过程的监督检查。
若发现机组上下20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.75%时,立即停止机组割煤,停电撤人,进行处理。
2.现场班(组)长。
班(组)长、采煤机司机必须携带便携式甲烷检测报警仪。
3.瓦斯员对检查地点的气体浓度、空气温度、测定数据要定点准确监测,认真填写瓦斯手册、牌板,严格执行瓦斯检查制度。
必须做到无空班、漏检、假检,并执行现场交接班制度。
重点加强工作面上隅角的瓦斯监测,做到随时检查。
(二)瓦斯监测
1.在轨道顺槽距工作面煤壁≤10m范围内安装一台KGJ16A型甲烷传感器,报警甲烷浓度为≥1%,断电甲烷浓度为≥1.5%,复电甲烷浓度为<1.0%,断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
2.在轨道顺槽口10~15m范围内安装一台KGJ16A型甲烷传感器,报警甲烷浓度为≥1%,断电甲烷浓度为≥1.0%,复电甲烷浓度为<1.0%,断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
3.在轨道顺槽550m处安装一台KGJ16A型甲烷传感器,报警甲烷浓度为≥1%,断电甲烷浓度为≥1.0%,复电甲烷浓度为<1.0%,断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
4.在皮带顺槽距工作面煤壁≤10m范围内安装一台KGJ16A型甲烷传感器,报警甲烷浓度为≥0.5%,断电甲烷浓度为≥0.5%,复电甲烷浓度为<0.5%,断电范围为工作面及轨道顺槽内全部非本质安全型电气设备。
附图8:
瓦斯监控设备布置示意图
三、综合防尘系统
(一)
防尘管路系统
地面净化水池→主井→一部皮带巷→采区轨道巷→→工作面。
附图9:
供水(防尘)系统示意图
1.工作面皮带顺槽、轨道顺槽各敷设一趟防尘管路,管路敷设平直、牢固。
距工作面煤帮不大于20m,每隔50m设一组有阀门的三通支管。
2.轨道顺槽距工作面煤壁50m范围内设三组全断面净化水幕,各喷嘴雾化效果好,阀门灵敏可靠。
(二)防尘措施
1.降低工作面浮尘
(1)采煤机捕尘措施:
工作面采煤机内外喷雾装置齐全,必须要求雾化程度要好,做到喷头无堵塞及短缺现象,要加强管理,每天检查维护一次。
(2)液压放顶煤支架靠尾梁及顶梁前喷雾装置,放煤割煤时打开喷雾。
(3)在皮带顺槽各转载点安设喷雾装置,作业时进行喷雾,消除飞扬的浮尘,降低进入工作面风流中的含尘量。
2.每天对轨道顺槽50m范围内巷道冲洗一次。
每旬对巷道进行全面除尘。
3.搞好个体防护工作,采煤机司机、支架工、放煤工等工作人员都要佩戴好防尘口罩。
(三)隔绝瓦斯煤尘爆炸措施
皮带顺槽、轨道顺槽各安设一组隔爆水棚,水袋个数不少于83个。
布置方式为集中悬挂式。
水棚与工作面煤帮保持60~200m距离,保证水袋水量充足。
对隔爆设备安装地点、数量、安装质量是否符合要求进行定期全面细致检查。
第三节排水
一、设备选型
表12排水设备主要技术特征
名称
型号
流量
扬程
功率
潜水泵
BQW15-30
15m3/min
30m
15Kw
排水管路采用Φ50mm钢管。
二、