修改南二北八段采煤作业规程.docx

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修改南二北八段采煤作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

一、编写依据:

以《煤矿安全规程》、《小康矿岗位技术操作规程汇编》和2006年10月25日批准的《南二北八综采面回采地质说明书》做为编制依据。

二、工作面位置及井上下关系

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称

-399水平

采区名称

南二采区

地面标高

+79.2—+89.6m

井下标高

-490m—-340m

地面的相对

位置

位于矿区铁路线东侧110m—300m处,为平坦的农田,北部为拉马屯村,在工作面的南部和北部分别有二道河和一道河两条人工渠通过。

回采对地面

设施的影响

无影响

井下位置及与

相邻关系

南二采区北八段南邻南二采区运输、回风中巷,北邻F23断层,东西侧分别为南二北九和南二北七段综采面,均尚未回采。

走向长度/m

220

倾斜长度/m

1222

面积/m2

268840

附图一地质平面图

附图二地质剖面图

附图三井上下对照图

附图一地质平面图

 

附图二地质剖面图

 

附图三井上下对照图

 

第二节煤层

一、工作面煤层情况

工作面煤层情况见表2

表2煤层情况表

指标

参数

备注

煤层厚度(最大--最小/平均),m,

7.7—6.0/6.4

煤层倾角(最大--最小/平均),度,

14—3/8.5

煤种

长焰煤

煤层硬度,f

2--3

煤层节理(发育程度)

发育

煤层层理(发育程度)

发育

稳定程度

中等稳定

本工作面的煤层结构十分复杂,由5—10个自然分层组成,为一复合煤层,煤层结构和厚度在工作面内比较稳定,煤层中夹石一般为泥岩,深灰色,泥质胶结,质软,遇水泥化,煤层产状变化不大,工作面北部到南部煤层倾向由SW过渡到SE。

煤体黑色、沥青光泽、贝壳状断口,条带状结构,块状构造,内生裂隙较发育,质脆,宏观煤岩类型为半光亮型煤。

第三节煤层顶底板

一、工作面煤层顶底板情况

表3煤层顶底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

老顶

砂砾岩

36.8m以上

老顶为白色,结构坚硬致密,渗透性弱,直接顶为黑褐色,以泥质成分为主,层状结构,含炭富油,易风化,风化后呈片状,干后粉碎崩解,不易维护。

直接顶

油页岩

36.8

伪顶

直接底

粉沙岩

11.5

灰、深灰色,以泥质胶结为主,胶结程度较高,坚硬,有时夹薄层煤线,具有粉沙质结构,块状构造。

老底

砂砾岩

11.5米以下

白色,坚硬致密,渗透性弱

附图四煤层综合柱状图

 

附图四煤层综合柱状图

 

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

表4断层情况表

断层名称

走向

倾向

倾角

断层性质

断层落差

对回采的影响

DNF23

170

260

40--65

0--7米

有影响

DNF22

210

300

60

小于3米

无影响

DNF15

150

240

50--65

0--3米

无影响

DNF16

170

260

60

小于3米

有影响

S2DF2

150--180

60--90

65

2.5米

无影响

DNF13

30

120

65

小于3米

无影响

DNF3

50

140

60

小于3米

无影响

DNF4

60

150

50--70

0--5米

有影响

二、褶曲情况以及对回采的影响

本工作面回采初期有一个背斜,对初采有一定影响。

三、其他因素对回采的影响

本工作面无陷落柱、火成岩、岩石冲刷带等影响。

 

第五节水文地质

一、含水层(顶部和底部)分析

煤层顶板油页岩是一良好的隔水层,区内无导水构造,煤层弱含水,在施工过程中有的地段出现滴水现象甚至淋水,对生产无多大影响,煤层底板砂砾岩承压含水层结构坚硬致密,渗透性很弱,由于此含水层位于煤层下50--180m左右,而且随着煤层增厚而加深,因此,对工作面影响甚微,可忽略不计。

二、涌水量

最大涌水量:

1.26m3/h。

三、其它水源的分析

本工作面无影响回采的其他水源。

 

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

表5影响回采的其它地质情况表

瓦斯

5.5m3/min

CO2

无影响

煤尘煤炸指数

41.75%,有爆炸危险

煤的自燃倾向性

1--3个月,最短21天

地温危害

基本无危害

冲击地压危害

 

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量:

工作面工业储量=面积×煤厚×容重

Q工=1222×220×6.4×1.65=2838950t=283.9万t

可采储量:

Q可=Q工×85%=283.9×0.85=241.3万t

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=Q可/月产量=241.3/20.145=11.98月

 

第二章采煤方法

采用倾斜长壁后退式全部垮落综合机械化放顶煤采煤法。

第一节巷道布置

一、工作面布置方式

本工作面采用倾斜长壁俯斜式回采。

二、运输巷、回风巷、开切眼布置方式

运输巷、回风巷沿煤层倾向布置,开切眼沿煤层走向2度伪斜布置。

所有巷道均采用36U型钢锚喷网联合支护。

附图五工作面平剖面图

 

附图五工作面平剖面图

 

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

生产时工艺流程:

采煤机端头斜切进刀-----割煤----移架----推前部输送机-----放顶煤----拉后部输送机。

(一)、采煤机进刀方式

采煤机采用端头斜切进刀方式进刀割煤。

附图六:

采煤机斜切进刀示意图。

(二)、割煤:

采煤机前滚筒割顶部煤,后滚筒割底部煤,利用滚筒旋转装煤,剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。

(三)、移架

移架采用带压擦顶移架,端面距不超过300mm。

(四)、推前部输送机:

推前部输送机滞后采煤机后滚筒3—5组支架,过渡段长度为15组支架距离,推输送机不得出现急弯,以防出现断连接环、哑铃销或溜槽错口。

(五)、放顶煤:

1、当煤层厚度大于6.2m时,放煤方式为一采一放,放煤顺序为随机放煤,放煤方法为三轮、间隔、顺序、等量放煤法,即按1、3、5等放煤口顺序放煤,然后再按2、4、6等放煤口顺序放煤,最后按1、2、3、4、5、6等放煤口顺序放煤,每次放出煤量的三分之一到二分之一。

反复三轮,把煤放完。

2、当煤层厚度小于6.2m时,以72#支架为界,放煤方式采用两采一放,

(1)、采煤机从72#往前端头方向割煤时,1#—72#支架不准放煤,端头斜切进刀后从前端头向后端头割煤时,随机从前端头放煤,放到72#支架为止。

(2)、采煤机从72#往后端头方向割煤时,72#—144#支架不准放煤,端头斜切进刀后从后端头向前端头割煤时,随机从后端头放煤,放到72#支架为止。

(3)、放煤过程中,矸石与煤的比例达到1:

3时,停止放煤。

(六)、拉后部输送机

移架前拉回后部输送机,拉后部输送机不得出现急弯,以防出现断连接环、哑铃销或溜槽错口。

二、工作面正规循环生产能力

据公式

式中:

W=工作面正规循环生产能力,t

l―工作面平均长度,220m;

s―工作面循环进尺,0.8m;

h―工作面设计采高,6.4m;

r―煤的容重,1.65t/m3;

c―工作面回采率,85%;

经过计算,W=1580t

附图六:

采煤机斜切进刀示意图

 

第三节设备配置

一、机电设备配备表

表6机电设备配备表

设备名称

设备型号

台数

备注

移动变电站

KSGZY-1250

4

移动变电站

KSGZY-2000

2

移动变电站

KSGZY-630

2

移动变电站

KSGZY-500

3

高压配电装置

高压配电装置

BGP9L400A

12

隔爆馈电开关

KBZ-630/1140

4

隔爆馈电开关

DKZB-400/1140

2

隔爆馈电开关

BKD9-400/660

10

双速磁力启动器

QJZ-4*315/1140

1

双速磁力启动器

8SKC9215四回路

1

双速磁力启动器

8SKC9215四回路

1

磁力启动器

QBZ-120N

9

磁力启动器

QBZ-80N

20

磁力启动器

QJZ-400/1140

4

皮带机软启动

QJR4-300/1140

2

信号照明综保

XZX-4

14

煤电钻综保

ZZL-4

2

控制台

KTC5

1

采煤机

MG400/940-WD

1

刮板输送机

SGZ800/2*400

1

刮板输送机

SGZ800/2*525

1

转载输送机

SZZ800/400

1

破碎机

PCM200

1

胶带输送机

SSJ1000/2*160

2

乳化液泵站

GRB315/31.5

2

附图七机采工作面设备布置图

附图七机采工作面设备布置图

 

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面矿压参数表

参考本煤矿同煤层南二南四综采面矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。

(见表7)

表7工作面矿压参数表

序号

项目

单位

本工作面选取或预计

 

1

顶底板条件

直接顶厚度

m

36.8

老顶厚度

m

80

直接底厚度

m

11.5

2

直接顶初次垮落步距

m

7

 

3

初次

来压

来压步距

m

13

最大平均支护强度

KN/m2

851.6

最大平均顶底板移近量

mm

160mm/天

来压显现程度

不明显

 

4

周期

来压

来压步距

m

9

最大平均支护强度

KN/m2

821.2

最大平均顶底板移近量

mm

130mm/天

来压显现程度

不明显

5

平时

最大平均支护强度

KN/m2

760.4

最大平均顶底板移近量

mm

90mm/天

6

直接顶悬顶距离

m

3--7

7

底板容许比压

MPa

2.4

8

直接顶类型

二类

9

老顶级别

二级

10

巷道超前影响范围

m

160m

二、工作面支架选型

根据工作阻力计算选型:

二级老顶水平开采支架承受的载荷按图所示:

可得公式如下:

Pm=K(P0+P1)

P0=γ1L[(l1+l2+a)h1+0.5h12tg(900-Φ)]

P1=0.5γ2L[h(l1+l2+a)+0.5h(h+2h1)tg(900-Φ1)]

式中:

PM--支护强度(工作阻力),t/架,

P0--下位煤体作用在支架上的载荷,t

P1--上位煤岩体作用在支架上的载荷,t

γ1--煤的容重1.32t/m3

γ2--煤岩的容重1.65t/m3

a--空顶距,0.3m,

l1--前梁长度,2.265m,

l2--顶梁长度,3.245m,

h--上位煤岩体高度,取2倍的实际采放厚度,12.8m,

h1--下位煤体高度,取3.7m,

Φ1--计算时采用的覆岩及顶煤冒落角,450

K-二级老顶动压系数,取K=2

L--支架有效宽度,1.51m,

Φ--顶煤冒落角,450

代入上式可得到Pm=2×(56.49+253.69)=620.36t/架

根据计算,拟选用ZFT25000-20/32S端头支架2组,ZFG7200-22/30型2组为过渡架,ZFS7200-17/29H型液压支架143组为中部支架,ZFG7200-22/30型3组为机尾端头支架。

各支架参数如下:

支架型号

最大支护高度(米)

最小支护高度(米)

工作阻力(吨/架)

对底板比压

其他

ZFT25000-20/32S

3.2

2.0

2500

2.2

ZFG7200-22/30

3.0

2.2

720

2.3

ZFS7200-17/29H

2.9

1.7

720

2.3

2、底板比压计算校验:

我矿的底板允许比压是2.4,所选支架满足对底板比压的要求。

3、根据以上计算,同时,参照我矿在南二南四段综采面采用相同端头支架、过渡支架、中部支架,满足开采要求,确定采用以上支架。

三、乳化液泵站

(一)、泵站型号、数量

乳化液泵站型号为GRB-315/31.5两台。

进液管采用Φ32mm高压胶管,回液管采用Φ51mmK型高压胶管。

(二)、泵站设置位置

泵站设置在机电硐室内。

(三)、泵站使用规定

1、启动泵站前,应首先检查各部件有无损伤,各连接螺栓是否紧固,润滑油要适当、液位适当,乳化液浓度为3%--5%,各种保护齐全可靠,运转方向为正向。

2、泵在启动后,要注意监听泵的运转状态,如有异常要立即停泵处理,严禁带病运转,严禁反向运转。

3、在开泵前,必须向工作面发出开泵信号再等5s后再启动,再次开泵前必须得到停泵人的命令后方可开泵。

4、泵的卸载整定值不超过31.5Mpa,供液压力30Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。

5、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器定期清洗,泵箱每半月清洗一次,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁泵箱随意敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。

 

第二节工作面顶板管理

一、正常工作时期顶板支护方式:

根据顶板为二级二类,确定采用全部垮落法控制顶板,支架最大控顶距为5.81m,最小控顶距为5.01m,端面距不大于0.3m。

支护方式采用及时移架方式。

二、正常工作时期的特殊支护形式:

1、如果顶板破碎,必须采用立即支护,即采煤机后滚筒割过后,带压擦顶移架,并推出伸缩梁和护帮板。

2、如果煤壁片帮达到0.8m,必须超前移架支护顶板。

三、放煤与其他工序平行作业的安全距离:

放煤滞后移架五架,移架滞后采煤机割刀两架。

四、特殊时期的顶板控制:

(一)来压及停采前的顶板控制:

1、初采来压时,保证支架达到初撑力,支架状态两好,不倒不歪,接顶严密,采煤机未完全走出开切眼不放煤。

2、停采前工作面顶板管理,工作面距采止线20m时要停止放煤,距采止线12m时开始上网。

(二)、过断层、无煤带的顶板控制:

1、降低回采高度,采高不准超过2.5m。

2、及时超前移架,防止顶板冒落。

 

第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理

一、运输巷、回风巷的顶板控制

(一)巷道断面

超前支护断面:

S毛=15.52㎡   S净=13.5㎡ 超前支护长度20m。

附图八:

运、回顺超前支护断面图

(二)、支护方式

1、运、回顺超前支护段架设梯形棚,4米圆木作棚梁,36U钢可缩腿作棚腿,打铰接梁、π钢抬梁,抬梁下打单体作为辅助支护。

运顺超前支护段下帮打锁腿(护帮)锚杆。

2、回顺超前支护根据巷道实际状态不给梯棚时,用原巷道36U金属棚支护。

超前支护段摘上帮梁、腿,如下帮腿收敛,摘腿后开帮打护帮锚杆并打单体加强支护。

(三)、支护材料、规格

材料

规格

材料

规格

圆木

长4m;∮20mm

棚腿

36U型钢可缩腿

单体

DJ-315型

П钢

11*

铰接梁

HDJA-1200

锚杆

M24×2400mm

锚固剂

CK2335型

二、安全出口的管理

每班安排专人对两安全出口维护,清理浮货,确保巷道高度不低于2.6m,人行道宽度不小于0.7m,安全出口内不准堆积杂物影响行人。

附图八:

运、回顺超前支护断面图

 

三、备用支护材料管理

回风巷内距工作面200m范围内存放备用支护材料,备用支护材料种类及数量为单体支柱10根,锚杆、托盘20套,Φ200×2000mm木拌2m3,备用支护材料分类码放整齐,并挂牌管理。

 

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

主要观测工作面支架初撑力、工作阻力。

掌握顶板来压规律,分析支架运转特性。

二、观测方法

1、在本工作面支架安设S500综采压力传感器,借助森透里昂微机监测系统对其进行监测。

2、具体安装方法:

在工作面的过2到A号架每5组支架在前梁、左前柱、左后柱分别安设压力传感器。

3、传感器终端用微机由矿压组每天24小时负责监视和压力曲线的打印,压力曲线每周打印一次,并报有关领导和综采队,以便及时调整支架支护质量。

4、矿压组定期对工作面来压情况进行总结。

5、两巷掘进时期设的表面位移测点在回采期间要加强观测,以便了解该采动压影响范围和周期来压对巷道收敛情况的了解。

 

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

表八运煤设备表

运煤设备

型号

装载、转载方式

前部刮板输送机

SGZ-800/2×400

自动

后部刮板输送机

SGZ-800/2×525

自动

转载机

SZZ-800/400

自动

胶带输送机

SSJ-1000/160×2

自动

二、运输设备推移方式

推前部刮板输送机滞后采煤机后滚筒22.5m以外推入,放煤后拉后部刮板输送机,推前部刮板输送机和拉后部刮板输送机都是利用支架推移千斤顶完成的,推转载输送机是利用端头支架的推移千斤顶完成的,胶带输送机利用白班检修期间缩机尾完成。

三、运煤路线

工作面刮板输送机→南二北八运输巷转载机→南二北八运输巷胶带输送机→溜煤眼→南二运输中巷→南二运输石门→南一皮带下山→主井煤仓→地面。

四、辅助运输路线

副井→西翼大巷→-399车场→南一轨道下山→-570轨道石门→南二轨道中巷→回风斜巷→南二北八回风巷。

附图九生产系统图

附图九生产系统图

 

第二节一通三防与安全监控

一、通风系统

(一)风量计算

1、按人员计算Q=4×N=4×120=480m3/min

其中:

N-采煤工作面同时工作的最多人数。

取N=120人。

2、按沼气涌出量计算:

Q=100×q×k=100×5.5×1.6=880m3/min

其中q-该采场风排瓦斯绝对涌出量,根据2006年瓦斯鉴定相对瓦斯涌出量为1.18m3/t和月产量20.145万吨,经计算q=5.5m3/min,

k-该采场瓦斯涌出不均匀系数取k=1.6

3、按工作面温度计算:

Q=60VSK=60×1.65×12=1188m3/min

其中:

V-采煤工作面平均风速,取V=1.65m/s

S-采煤工作面平均断面积取S=12m2

通过以上计算:

确定风量为1188m3/min,取为1200m3/min,按风速进行验算:

Q≥0.25×60×12=180m3/min

Q≤4×60×12=2880m3/min,

所选风量满足要求,确定风量为1200m3/min。

(二)、通风路线

新风:

南二运输中巷→S2N8联络道→S2N8运输巷→S2N8工作面

乏风:

S2N8工作面--→S2N8回风巷--→S2N8回风斜巷--→S2回风中巷

附图十通风系统图

二、防治瓦斯

(一)、瓦斯检查

1、工作面瓦斯和二氧化碳检查共设7个测点,即工作面风流测点、上隅角测点、回风流测点、后三角点至回顺20m内上帮测点、后三角点至回顺下帮测点、后三角点至工作面30m内煤壁测点和后三角点至工作面30m内架间测点。

(1)、工作面风流测点(指距煤壁、顶、底板各20cm和以采空区切顶线为界空间风流);

(2)、上隅角测点(指采煤工作面回风侧最后一架棚落山侧1m处);

(3)、回风流测点(指距采煤工作面10米以外的回风顺槽内不与其他风流汇合的一段风流);

(4)、其他测点(指距煤壁、顶、底板各20cm的空间风流)。

2、工作面配备专职瓦检员负责瓦斯检查工作,瓦斯检查每班必须检查三次,第一次检查在接班后1.5h内进行,第二次检查在班中前后1h内进行,第三次检查时间为本班到点前1h内进行。

3、工作面瓦斯涌出异常时,必须经常检查瓦斯浓度,确保瓦斯浓度不超限。

4、每次检查瓦斯后,必须填写瓦斯记录手册、牌板,并向通风调度汇报。

瓦斯检查记录牌板应随着检查点位置的变化及时移动。

5、当班跟班干部、班组长、流动电钳工、放炮员和机关检查人员必须携带便携,上隅角风流中挂便携,做好瓦斯检查工作。

6、各检查人员发现瓦斯超限后,必须及时通知工作面人员按以下要求进行处理:

(1)、当回风流瓦斯浓度达到0.8%或二氧化碳浓度达到1.5%时必须停止作业,切断电源,并采取措施进行处理。

(2)、当工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须立即停止作业,切断电源,并采取措施处理;当工作面风流中瓦斯浓度达到1.3%时,回风流瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,并采取措施进行处理;电动机及其开关安设地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到1.3%时,必须停止工作,撤出人员切断电源,并采取措施进行处理。

(3)、工作面及其回风巷道内体积大于0.5m3的空间,积聚的瓦斯浓度达到2%时,其附近20m范围内必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。

(二)、瓦斯监测

  安全监控系统为森透里昂S500系统,工作面安设三台甲烷传感器、一台一氧化碳传感器,一台温度传感器、一台风速传感器、两台干线扩展控制器P5000和一台区域控制器P2782,采用四芯屏蔽监控电缆。

1、传感器安设地点:

在采场回风巷距回风口10-15米处设置一个CH4传感器,代号T2,CO传感器,代号CO,一个温度传感器,代号CEN,一个风速传感器,代号V,距工作面小于等于10米处设置一个CH4传感器代号T1,以上传感器均距巷道顶板不得大于300mm、距巷帮不小于200mm处悬挂,工作上隅角设置一个CH4传感器,代号T3。

2、各传感器报警点,断电点和断电范围,复电点:

T1,报警点设置1.0%,断电点设在1.3%,当CH4浓度达到1.3%时,切断工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备,并且地面中心站有声光报警信号,在1%以下时可以恢复送电。

T2,报警点设置0.7%,断电点设在0.8%,当CH4浓度达到0.8%以上时,切断工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备,并且地面中心站有声光报警信号,在0.8%以下时可以恢复送电。

T3,报警点设置1.0%,断电点设在1.3%,当CH4浓度达到1.0%以上时,切断工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备,并且地面中心站有声光报警信号,在1.0%以下时可以恢复送电。

CO报警点设置24PPM,传感器只发出报警信号,地面中心站有声光信号,计算机用红色发生信息。

CEN报警点设置30。

C传感器只发出报警信号,地面中心站有声光信号,计算机用红色发出信息。

V报警点设置4m/s,传感器只发出报警信号,地面中心站有声光信号,计算机用红色发出信息。

瓦斯报警或瓦斯超限断电后,必须立即停止工作,切断电源,撤离人员,进行处理。

待瓦斯浓度降到1.0%以下后,经瓦检员检查确认,方可送电,恢复生产。

3、监测设备管理要求

(1)、监测电工每7天用标准气样对CH4传感器标校一次,日常有故障必须在8小时内排除。

(2)、因瓦斯超限断电的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0

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