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蒋家河煤矿ZF1404工作面作业规程修改版1.docx

1、蒋家河煤矿ZF1404工作面作业规程修改版1目 录第一章 工作面概况 3第二章 工作面水文地质 3第一节 地质构造 3第二节 水文情况 4第三节 煤层顶底板特征 5第四节 煤层特征 5第五节 煤层综合柱状图 6第六节 储量及服务年限 8第三章 采煤方法 9第一节 巷道布置 9第二节 回采工艺 10第三节 机电设备的配备表 15第四章 生产系统 16第一节 运输系统 16第二节 通防与监控系统 17第三节 给、排水系统 29第四节 供电系统 30第五节 通讯照明系统 32第六节 压风、注氮、黄泥灌浆、消防洒水系统 32第七节 瓦斯抽放系统 34第五章 工作面支护及顶板管理 34第一节 支护设计

2、34第二节 工作面顶板管理 36第三节 超前支护 39第四节 矿压观测 44第六章 生产组织 46第一节 工作制与作业形式 46第二节 循环方式 47第三节 工序安排 47第四节 劳动组织 47第五节 循环作业图表 48第六节 循环产量 49第七节 经济技术指标表 50第七章 质量管理 51第一节 煤质管理 51第二节 工程质量管理 53第八章 安全技术措施 54第一节 一般规定 54第二节 顶板管理 70第三节、采煤机运行安全技术措施 75第四节、移架和推溜安全措施 76第五节、防止支架倾倒、下滑及压架处理安全技术措施 78第六节、放煤安全技术措施 80第七节、机电管理安全技术措施 80第八

3、节 小绞车提升安全技术措施 83第九节 瓦斯防治安全技术措施 83第十一节 防尘安全技术措施 85第十二节、综合防灭火安全技术措施 85第十三节 防治水安全技术措施 86第十四节、其它 87第九章 避灾路线 87培训学习签名 90第一章 工作面概况ZF1404工作面为蒋家河矿一采区第二套综合机械化放顶煤开采的工作面。该工作面位于一采区三条下山的东侧,西端为一采区三条下山护巷煤柱,东端为一采区边界保护煤柱,北邻ZF1402工作面煤柱,南为一采区未采实煤体。(附ZF1404工作面巷道布置图)工作面标高在+648.1+573.3m之间,地面标高在+1002.6+1219.8m之间,工作面埋深约354

4、.5646.5m,其上部地表为沟谷切割的塬梁地貌。该工作面布置巷道两条,分别为回风顺槽、运输顺槽,两条巷方位角均为56,运输顺槽、回风顺槽均布置在4煤层中,工作面切眼基本平缓(平均倾角47)。第二章 工作面水文地质第一节 地质构造蒋家河矿井位于彬长矿区南部边缘,井田内为第四系黄土及第三系红土所覆盖。仅在蒋家河、范家河沟谷内出露有白垩系下统洛河组。依据钻孔揭露地层由老至新依次有:三叠系上统胡家村组、侏罗系下统富县组、中统延安组、直罗组、安定组、白垩系下统宜君组、洛河组、华池组、上第三系及第四系下、中更新统、上更新统马兰组、全新统。井田位于太峪背斜以北、彬县背斜以南,地层厚度、产状、煤层厚度及其起

5、伏受南北两个背斜的影响,总体呈走向NE的向斜,北翼倾向SE,倾角26,南翼倾向NW,倾角511。井田内未发现大的裂隙、断层,为简单构造。工作面位于4煤层,4#煤层位于延安组底部,煤层大致埋藏深度为322m637m,该面中部有一走向SN的向斜构造,西翼倾向NW,倾角26,东翼倾向SE,倾角210,煤层倾角变化较大。4煤层厚度变化较大,局部含一层夹矸,结构简单。4煤层为条带状、均一状、线理状结构,煤层以暗淡、半暗型煤为主,夹半亮型煤,其上部为暗淡型煤夹半暗、半亮型煤,下部为半暗型煤夹半亮型煤。第二节 水文情况本区地层平缓,未发现较大断层,地质构造简单。主采煤层(4煤)底板标高551m723m,埋深

6、322m637m,位于当地侵蚀基准面以下。煤层下赋岩层含水微弱,可视为相对隔水层。煤层直接充水含水层为侏罗系中统直罗组砂岩裂隙含水层(IX),以及侏罗系中统延安组煤层及其顶板砂岩含水层(X),充水方式为顶板进水。各直接充水含水层埋藏深,裂隙不甚发育,导水性差,以裂隙充水为主。井田内主要含水层为河谷区潜水含水层和宜君、洛河组砂岩含水层。因煤层埋藏深,井田内无小窑开采后的导水裂隙带直接渗入井下的可能。根据该工作面巷道掘进揭露情况看,本工作面地质构造简单,煤层节理、裂隙较发育。掘进两巷及切眼时,回风顺槽局部有淋水现象,其水量3m3/h,切眼顶板有淋水现象,水量2m3/h,运输顺槽在10001250m

7、段巷道顶板有淋水现象,其水量3m3/h,主要为煤层裂隙水,估计回采时局部会有小量淋水或涌水,水量在1030m3/h,故回采期间,在工作面切眼下端设置小水仓并安设潜水泵,同时,在回风顺槽中部最低处布置一20m3水仓,安设一台55KW大流量潜水泵和一台18.5KW潜水泵,沿回顺、压风机硐室敷设一趟80和一趟50塑料管排水;在运输顺槽中部最低处布置一20m3水仓,安设一台55KW大流量潜水泵和一台18.5KW潜水泵,沿运顺、运顺联络巷敷设一趟80和一趟50塑料管将水排到轨道下山水沟。 第三节 煤层顶底板特征顶底板名称岩石名称厚度岩性特征顶板伪顶泥岩约1m灰色泥岩、炭质泥岩直接顶砂质泥岩、泥岩约12m

8、砂质泥岩、泥岩老顶粉砂岩约16m灰色粉砂岩底板炭质泥岩、铝质泥岩约410m有26m左右的炭质泥岩伪底,铝质泥岩遇水易膨胀。第四节 煤层特征项 目内 容项 目内 容煤层厚度平均厚度6米煤层结构结构单一,局部含一层夹矸煤层层理明显发热量26.37MJ/Kg煤层倾角最大最小平均煤层硬度f231505煤的容量1.38t/m3煤层自燃及发火期35个月煤质灰分15.95煤层节理发育挥发分32.31瓦斯级别低瓦斯矿井高瓦斯区煤类不粘煤(31)号煤尘爆炸性有爆炸性第五节 煤层综合柱状图 第六节 储量及服务年限一、储量计算工作面走向长1760m,倾斜长150m,可采走向长1620m,回采面积为243000m2。

9、根据掘进期间的煤层厚度探测,开采区域煤层平均厚度7m。工作面顶煤平均厚度约为33.5m左右,地质储量:176015071.38=255.02万吨,可采储量:162014661.38=195.84万吨,回采率85,按月产12万吨,月推进度122.4米,可采期约为13个月。地质储量:255.02万t。可采储量:195.84万t。储量计算(表六)储 量 计 算走向长(m)倾斜长(m)面积 (m2)煤厚(m)视密度(t/m3)基础储量(万t)回采率(%)可采储量(万t)162014523490071.38226.90.8181.52计算范围设计停采线至切眼内帮,上、回风顺槽内帮之间所圈算面积。“三下”

10、 压煤量无“三下”压煤量计算方法根据生产矿井储量管理规程中储量计算公式块段法计算储量。二、生产能力及可采期每日按6个正规循环,日进4.2m, 产量计算如下:日产量:1、帮煤产量:1454.21.383972445(t)2、顶煤产量:1454.21.384802689(t)合计:2445+2689=5134(t)月产量:295134148886(t)月进尺:4.229122(m)可采期:162012213(个月)由于该工作面煤层厚度在2-10米之间,部分区段无顶煤,因此,在实际工作中,在无顶煤区段或顶煤较薄的区段,可采用割双刀,增加循环数量,提高工作面单产。第三章 采煤方法 第一节 巷道布置ZF

11、1404工作面巷道布置为“U”布置。(详见巷道布置图)1)、运输顺槽断面为矩形:宽:5.0米,高:3.1米,方位角为56,长:1800米;从皮带下山开口,通过一采区三号中部车场与轨道下山连接,用于进风、运料、行人。支护均采用锚网支护、锚索补强,帮锚杆间距800800mm,四排布置;顶采用锚杆配合托梁支护,托梁间距900m,锚杆间距800mm,锚索三排,排距1.5m,间距1.8m。2)、回风顺槽断面为矩形:宽;4.8米,高:3.1米,方位角为56,长:1750米;从一采区二号中部车场开口,通过一采区二号中部车场与轨道下山连接(中间安设风门),用于回风、进料、行人。支护均采用锚网支护、锚索补强。帮

12、锚杆间排800800mm,四排布置;顶采用锚杆配合托梁支护,托梁间距900mm,锚杆间距800mm,三排锚索,排距1.5m,间距1.8m。 3)、切眼为矩形:宽:8.0米,高:3.1米,方位角为146,长:150米;支护采用锚网支护、锚索补强。顶板采用锚杆配合托梁支护,托梁间距0.9m,七排锚索,排距1.2m,间距1.8m。帮锚杆间排距900900mm,三排布置。4)、停采线:工作面停采线位置为距一采区回风下山距离140米,平行于回风下山。附图二: 工作面平面示意图第二节 回采工艺一、采煤工艺1、采煤方法:采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法。2、采煤工序上(下)端头斜切进刀割煤移架推前部输送机

13、放落顶煤拉后部输送机下(上)端头斜切进刀割煤。3、采放比采煤机沿4煤底板进行割煤,上部顶煤由支架收回插板摆动尾梁进行放落,煤机割煤高度3.0m,放煤平均高度4m,平均采放比为1:1.3。4、放煤方法1)由于该工作面切眼位置煤层厚度为2.0米,无顶煤回收,因此,工作面回采初期按综采工作面进行回采。出现顶煤后,按综放工作面回采。2)循环放煤步距:根据理论分析,放煤步距应与放顶煤支架放煤口尺寸的水平投影相一致,与采煤机的截深成整倍数关系。ZF6400/17/32支架放煤口尺寸水平投影为: L1142sin44.8800(mm)选用MGTY300/700-1.1D采煤机的截深为800mm,得知该面煤体

14、普氏硬度系数f23。综合分析,确定ZF1404工作面的放煤步距800mm,即一刀一放。3)放煤工序放煤工序是各工序的关键,在机头斜切割煤后,可组织采放平行作业,放煤达到要求,提高回收率,以提高工作面单产。放煤采用多轮顺序放煤工艺,见矸关门。放煤点距移架位置不小于10m。放煤插板打开后,放煤工除做好放煤口喷雾降尘外,应特别注意顶煤流动情况。放煤过程中如遇大块煤不易放出时,可反复伸缩插板、上下摆动尾梁,使顶煤破碎,松动后放出。采煤工作面两端头使用插板插网的方式将端头支架顶煤放出。5、采煤机的进刀工作面大面开采时,采煤机采用双向割煤、两端头斜切进刀方式。具体操作如下:1)采煤机向下(上)割透端头煤壁

15、后,自上(下)而下(上)推移刮板输送机,使得刮板输送机弯曲段为20m后,将采煤机两个滚筒的上下位置调换,向上(下)进刀,通过20m的弯曲段至35m处,使得采煤机达到正常截割深度(即0.8m)。按要求推移刮板输送机至平直状态。2)将采煤机两个滚筒的上下位置调换,向下(上)割三角煤至割透端头煤壁。3)再对换滚筒位置,清理进刀浮煤,割完三角煤以后,采煤机空机返回至进刀位置,进入正常割煤状态。工作面小面开采时,采煤机采用双向割煤、中部斜切进刀方式:采煤机割煤移架推前部输送机放顶煤拉后部输送机。附图三:采煤机进刀示意图 6、工艺说明1).落煤采用双滚筒电牵引采煤机割帮煤。采高3.0m,截深0.8m,采用

16、单向割煤,割三角煤斜切进刀。2).装煤帮煤依靠采煤机滚筒配合前溜铲煤板在割煤的同时,将煤自动装入运行中的前部刮板运输机;顶煤在矿山压力及自重的双重作用下,从放顶煤支架尾梁后部的放煤口放出,直接装入后部刮板输送机。3).运煤帮煤由前部输送机运入转载机,顶煤由后部输送机运入转载机,进入转载机的煤流经破碎机破碎后,进入皮带运输系统。4). 移溜每进行一个正规循环,前后溜各推移一次。推溜,必须滞后采煤机后滚筒15m进行;拉后溜是在顶煤放完后进行,从机尾开始。在回采过程中,可根据工作面设备上窜下滑情况及前后溜搭接情况,适当改变移溜顺序以调整设备上窜下滑。5). 移架割煤时,滞后后滚筒两架必须伸出前探梁、

17、护帮板支护。移架方式为必须滞后采煤机后滚筒15m进行跟机移架。6).顶煤弱化利用矿压自然垮落和支架反复支撑力破碎顶煤。7).放顶煤1)放煤方法:顶煤利用矿山压力及自重自然破碎、垮落,利用低位放顶煤液压支架放煤、后溜运煤。2)放煤方式:两轮顺序式均匀放煤。放煤时,严格坚持两轮顺序、均匀放煤、大块破碎、见矸关门的原则。3)放煤口个数的确定:根据已采综放工作面的实际放煤经验,结合本工作面后部输送机的输送能力以及单架放煤时间等综合因素考虑,该工作面同时放煤口个数暂定为3个,顺序放煤。二、顶板管理 工作面顶板采用自然垮落法管理,两隅角采用自然垮落、土袋墙充填、艾格劳尼封堵。第三节 机电设备的配备表序号设

18、备名称型号单位数量功率(KW)备注1采煤机MGTY300/700-1.1D台17002端头支架ZTZ9500/21/32组13过渡支架ZFG6800/19/32A架64中间支架ZF6400/17/32A架905前刮板输送机SGZ764/630台1315*26后刮板输送机SGZ764/630台1315*27转载机SZZ800/315台13158破碎机PLM2000台12009可伸缩皮带机DSJ120/150/2*315+2*315部1128010乳化液泵BRW400/31.5台425011喷雾泵PWB100/10台27512压风机MLGF-20/8G台211013潜水泵BQW25/80台618.

19、514无极绳牵引车SQ-80/75台17515移变KBSGZY-1600/10台316移变KBSGZY-1000/10台217移变KBSGZY-315/10台218组合开关KJZ-1500/1140台319馈电开关KBZ-630台220馈电开关KBZ-400台121馈电开关KBZ-200台422真空磁力启动器QBZ-120台223真空磁力启动器QBZ-80台524真空磁力启动器QBZ-80N台725照明综保ZBZ-4.0M台426液压钻机MK-4台227气动锚杆机MQS-3.5/1.6台628离心泵125D25*9台429单体液压支柱3.15根23030铰接梁1m根23031型梁60第四章 生

20、产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式采煤机割煤和工作面输送机前移配合装、运煤到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过皮带运出。二、推移工作面输送机推拉溜步距0.8m,弯曲段长度不小于15m,推拉方向为自上(下)而下(上)。1、采煤机向下(上)端正常割煤时,按照自上(下)而下(上)的顺序,依次推拉刮板输送机,至距离采煤机后滚筒20m处。2、在采煤机向上(下)斜切进刀切入煤壁规定截深后,将前部输送机按自下(上)而上(下)的顺序推向煤壁,成一条直线。三、煤炭的运输煤机落煤(支架后部放煤)工作面前、后部运输机运输顺槽桥式转载机运输顺槽可伸缩胶带运输机一采区皮带下山皮带皮带大巷上仓皮带机主井煤仓主

21、井箕斗地面。四、辅助运输系统工作面的材料、设备运输通过运输大巷架线电机车牵引3t平板车或1t矿车,经一采区轨道下山至两顺槽口联络巷,工作面顺槽运输采用顺槽绞车、连续牵引车。1、支架运输进架路线: 付井井底检修硐室(安装尾梁)轨道大巷一采区轨道下山二号联络巷ZF1404回风顺槽ZF1404切 眼撤架路线: ZF1404工作面ZF1404回风顺槽二号联络巷接替工作面顺槽。2、材料运输去工作面:付井轨道大巷一采区轨道下山二号联络巷ZF1404回风顺槽ZF1404工作面去皮带机头:付井井底检修硐室(安装尾梁)轨道大巷一采区轨道下山二号联络巷ZF1404回风顺槽ZF1404皮带机头附图六:ZF1404综

22、放工作面运输系统图第二节 通防与监控系统一、通风系统1、通风系统(见通风系统示意图)新鲜风流由一采区轨道下山及一采区皮带下山从ZF1404运输顺槽进风,流经回采工作面,污风从ZF1404回风顺槽排出至一采区回风下山。2、通风线路地面(新鲜风)主、付立井轨道大巷一采区轨道下山三号中车场联络巷ZF1404运输顺槽工作面(污风)ZF1404回风顺槽一采区回风巷总回风巷阎家河回风斜井地面3、工作面风量计算按照煤矿矿井风量计算方法(MTT 634-1996)标准,、按瓦斯涌出量计算: Q=100q.k 100201.1 2200(m3/min)式中:q工作面的瓦斯绝对涌出量,取q=20m3/min; k

23、工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取k=1.1;、按工作面进风流适宜温度计算: Q60VSK 601.512.611.2 1361(m3/min)式中:V-工作面的合理风速,工作面温度按2023考虑,取V1.5 m3/min; S-工作面的有效断面积,取S12.61m2; K-工作面备用系数,取K1.2;、按工作人数计算: Q4N 4120 480(m3/min)式中:N工作面最多同时工作人数,取N=120人;工作面实际需风量应为满足各种条件下的风量最大值,即ZF1404工作面配风量为Q2200 m3/min。(4)、风量验算a、按综放工作面运输顺槽允许风速验算煤矿安全规程规定:运输顺槽的风

24、速必须满足0.25m/sV运输巷6m/s。设计ZF1404工作面的运输顺槽的断面为15.5m2(矩形53.1),则运输顺槽的风速V运输巷2200/(15.560)2.36m/s,满足要求。b、按综放工作面回风顺槽允许风速验算煤矿安全规程规定:回风顺槽的风速必须满足0.25m/sV回风巷4m/s。设计ZF1404工作面的回风顺槽的断面为14.88m2(矩形4.83.1),则回风顺槽的风速V回风巷2200/(14.8860)2.46m/s,满足要求。c、按综放工作面允许风速验算煤矿安全规程规定:采煤工作面的风速必须满足0.25m/sV工作面4m/s。设计ZF1404工作面的平均过风断面为12.61

25、m2,则采煤工作面的风速 V工作面2200/(12.6160)2.91m/s,满足要求。经校核,该计算风量满足风速要求。4、通风系统图及通风设施附图七:ZF1404综放工作面通风路线示意图二、防治瓦斯1、瓦斯检查1)工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔23小时检查一遍,每班至少检查三次,并及时向调度室汇报。2)瓦斯检查点分别设在:工作面回风出口以外10m处,回风隅角中,工作面回风出口以里于10m处。工作面每旬至少测定一次风量。3、瓦斯监测1) 加强对工作面瓦斯的监测,利用安全监控系统将甲烷传感器测量的数据实时监测和传输,并利用安全监控系统进行控制。采煤机悬挂便携式甲烷检测报警仪,报警浓度为0.8%

26、。2)在工作面回风巷敷设束管,通过束管检测系统检测气体变化情况。3)区队长、跟班人员、班长、流动电钳工下井时,必须携带便携式瓦斯检测报警仪。4)工作面回风隅角悬挂便携式瓦斯检测报警仪,对工作面回风隅角瓦斯进行监测。5)各班工长及采煤机司机必须携带甲烷便携仪,分别悬挂于工作面回风隅角及采煤机机身处,对工作面瓦斯进行监测。回风隅角便携仪应悬挂于切顶线处距顶板不大于300mm、距煤帮不小于200mm的位置,采煤机机身便携仪悬挂于主电机处,达到报警浓度时,及时停机采取措施处理。6)工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,进行处理。7)工作面及其它作业

27、地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁用电钻打眼;爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁爆破。8)工作面及其它作业地点风流中电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。9)工作面及其它巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚瓦斯浓度达到2.0%时,附近20m以内必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。10)对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可通电开动。4、电器防爆指定专人检查、维修电气设备、电缆,杜绝失爆。三、综合防尘系统(一)防尘供水路线运输顺槽:一采区皮带下山

28、(159)ZF1404回风顺槽(108)工作面回风顺槽:一采区回风下山(159)ZF1404回风顺槽(50)工作面附图八:ZF1404综放工作面注浆供水排水示意图(二)防尘措施根据煤矿安全规程规定和矿井相关文件要求,采取以下防尘措施,并安装以下防尘设施。1、工作面应设置防尘设施管理牌板,配备专职防尘人员,每班负责责任区内的防尘工作,并把名字填写到防尘管理牌板上。2、回风顺槽槽内设50mm 的供水管,每隔100m设一个三通阀门,给泵站、喷雾、水幕供水。运输顺槽槽内设108mm 的供水管,给水幕各转载点的喷雾供水,供水管每隔50m设一个三通阀门,并设置长度不小于25m的消防软管。3、距工作面不大于300m的供水管路上安装水压表,压力不低于1.5MPa,以观察供水管路的水压情况。4、采煤机内外喷雾采煤机必须安装使用内、外喷雾。要求喷雾完好不堵塞,内水压不小于2MPa,雾化程度高。外喷雾使用负压二次降尘装置,必须由泵站供水,泵站压力不低于10 MPa,要能够封闭截割产尘部位。5、架间喷雾降尘1)供水方式支架供水主管路的管径不小于50mm供水。2)动作方式实现移架和放煤自动同步喷雾降尘。3)喷雾装置配置工作面液压支架每架安装一组喷雾,设在支架前探梁下方。每组不

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