综放工作面回采作业规程.docx
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综放工作面回采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
15104综放工作面是15#煤一采区第六个回采工作面,位于15104A采空区以西,南为矿界保安煤柱,西为15106采空区。
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
工作面名称
15104综放工作面
煤层名称
太原组15#煤层
采区名称
15#煤一采区
地面位置
位于井田东北部,地面为丘陵、山脉覆盖,无村庄和公路等。
井下位置
东为15104A采空区,南为矿界保安煤柱,西为15106采空区,北起采区三条下山。
回采对地面的影响
回采对地面的山脉会造成一定塌陷、裂缝,无耕地,对生产生活没有太大影响。
地面标高(m)
+1278~+1289
工作面标高(m)
+910~+1020
走向长度(m)
1650
倾向长度(m)
200/150
面积(m2)
262500
第二节煤层
本工作面开采煤层为15#煤层,15#煤层位于太原组底部,上距K2灰岩18m左右,上距11号煤层底板35.01-54.83m,平均39.50m。
煤层厚度5.5m。
含0-3层夹矸,为泥岩夹矸,可采性指数Km=1,变异系数为18%,属稳定全区可采煤层。
具体情况如表二所示。
煤层情况表表二
煤层厚度(m)
5.5
煤层结构
简单
煤层倾角(°)
10-14
12
开采煤层
15#煤
煤种
SM
稳定程度
稳定
煤层情况描述
光亮型煤为主,少量半亮型和淡暗型煤,煤岩组份以亮煤、镜煤居多,少量暗煤。
皆呈黑色、灰黑色,金属光泽,节理、层理发育,断面平整,细—中条带状结构、块状或层状构造。
煤层中夹有层状或透镜状的黄铁矿,尤以15号煤为甚。
.15号煤层属特低灰分-中灰分、中硫分-中高硫分、特高热值之瘦煤。
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)
岩性特征
老顶
石灰岩
4.5
深灰色,裂隙发育,致密坚硬。
直接顶
细粒砂岩
泥岩
中粒砂岩
18.2
灰白色细砂岩夹黑色条带厚层状,致密,页理不发育的粘土岩,灰白色细砂岩。
直接底
中粒砂岩
泥岩
砂质泥岩
10.5
灰白色细砂岩夹黑色条带厚层状,致密,页理不发育的粘土岩。
灰黑色,性脆,夹有泥土泥岩。
附图一:
15104工作面柱状图
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
该区域煤层整体为一单斜构造,工作面东高西低,煤层倾角10-14°,平均12°。
根据15104工作面掘进切眼资料,切眼掘进约130米处遇一正断层,断层落差3米,该断层对回采影响较大,初采过程中需采取打眼放震动炮进行推进,推进时需加强顶板管理,及时移架进行支护,回采时需编制专项过断层安全技术措施。
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(m)
对回采的影响
正断层
ES
WN
32
正
3
有影响
陷落柱
无
火成岩
无
第五节水文地质
一、含水层分析:
该工作面水文地质条件简单,工作面周围揭露的断层均不含导水;影响工作面正常回采的含水层主要是15#煤顶板石灰岩含水层,厚度4.5m,岩性以石灰岩为主,水量以静储量为主,补给条件差,回采过程中预计以滴淋水形式涌水,对安全生产不会造成威胁。
二、涌水量
15104综放工作面按类比法预计正常涌水量为5m3/h,最大涌水量15m3/h。
第六节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表表五
影响
回采
的
其他
因素
瓦斯
相对涌出量
1.53m3/t
绝对涌出量
4.3m3/min
煤尘
具有爆炸性
煤的自燃
Ⅲ级不易自燃
地温
12.6°C~15.8°C
地压
594kg/cm2
第七节储量及服务年限
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
=262500×5.5×1.35
=19449062.5t
式中ZG—工作面工业储量,t;
S—工作面面积,262500m2;
H—工作面煤层厚度,5.5m;
γ—煤层的密度,1.35t/m³。
根据工作面的工业储量和规定的回采率计算可采储量
ZK=(ZG一P)C
=(1949062.5-111375)×93%
=1709049.4
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,15#煤层属于厚煤层取93%。
二、工作面服务年限计算
工作面服务年限=可采推进长度/设计月推进长度=1550/72=21.5(月)
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、回风顺槽
15104综放工作面东侧顺槽为回风顺槽,沿煤层底板布置,延巷道中间铺设轨道,轨道规格为24kg/m,轨距600mm。
巷道采用矩形断面,净宽4.2m,净高3.0m,断面积12.6m2。
采用锚网索联合支护。
顶板锚杆为φ18×220Omm左螺纹钢树脂锚杆,排距×间距=1000×90Omm。
帮锚杆锚杆为φ16×180Omm圆钢锚杆,排距×间距=1000×80Omm。
托盘为正方形,规格为长×宽120×120mm,用8mm厚钢板压制成拱形。
金属网由10#铁丝制作,网孔规格25×25mm,顶板网片规格4200×1100mm,两帮网片规格3000×1100mm。
锚索采用Ф15.24左旋预紧力钢绞线截制,长度6000mm,锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于2.5m,锚索锚固力不小于100kN,排距×间距=1000×2000mm。
回风顺槽主要用于工作面的回风、运料和行人。
回风顺槽内布置有φ54mm的防尘管路、Ф87mm的供风管路、Ф87mm的排水管路并安装轨道和无极绳绞车等设备。
二、运输顺槽
15104A综放工作面西侧顺槽为运输顺槽,沿煤层底板布置。
巷道采用矩形断面,净宽4.6m,净高3.0m,断面积13.8m2。
采用锚网索联合支护。
顶板锚杆为Ф18×220Omm无纵筋全螺纹钢树脂锚杆,排距×间距=1000×100Omm。
帮锚杆锚杆为Ф16×180Omm圆钢锚杆,排距×间距=1000×80Omm。
托盘为正方形,规格为长×宽120×120mm,用8mm厚钢板压制成拱形。
金属网由10#铁丝制作,网孔规格25×25mm,顶板网片规格4600×1100mm,两帮网片规格3000×1100mm。
锚索采用Ф15.24左旋预紧力钢绞线截制,长度6000mm,锚索进入巷道顶板坚硬稳定岩层深度不低于2.5m,锚索锚固力不小于100kN,排距×间距=1000×2000mm。
胶带顺槽主要用于进风、运煤和行人。
运输顺槽内布置一路Ф54mm的防尘管路、Ф87mm的供风管路、Ф87mm的排水管路,并设置有转载机、破碎机和胶带输送机。
三、切眼
切眼采用锚索网W型钢带支护,矩形断面,该巷道净宽7m,净高2.8m,断面积19.6m2。
锚索采用Ф15.24mm7股高强度低松弛预应力钢绞线,长度为8000mm,金属网采用10#镀锌经纬网,网孔规格25×25mm网片规格为3600mm×11000mm;钢带采用W型钢带,厚度不得小于3.0mm,宽度不得小于150mm;锚索托板规格为250mm×250mm×16mm;排距×间距=1000×110Omm。
帮锚杆锚杆为Ф16×180Omm圆钢锚杆,排距×间距=1000×110Omm。
托盘为正方形,规格为长×宽120×120mm,用8mm厚钢板压制成拱形。
金属网由10#铁丝制作,网孔规格25×25mm,顶板网片规格4600×1100mm,两帮网片规格2800×1100mm。
附图二:
巷道布置图
附图三:
15104运输、回风、切眼断面支护图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
15104综放工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法。
采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机割煤,采高2.6m,割煤深度为0.6m。
液压支架尾梁摆动、插板伸缩放顶煤,放煤高度2.9m,采放比为1:
1.11。
放煤采用“一刀一放”,单轮顺序放煤,放煤步距0.6m。
工作面推进7m时初次放顶煤,距停采线13m时停止放顶煤,工作面两端头不放顶煤。
二、采煤工序
采煤工序为:
割煤、装运煤→移架→推前输送机→放顶煤→拖后输送机
三、回采工艺详细说明
1、进刀方式附图四:
采煤机进刀方式示意图
采用端部(机头或机尾)斜切进刀方式,进刀长度为30m。
采煤机割通机头(机尾)后,推移工作面输送机距采煤机后滚筒15m时停止。
调换采煤机滚筒上下位置,沿工作面前输送机弯曲段向机尾(机头)方向切入煤壁,使前后两滚筒达到0.6m截深后,停止牵引,推移工作面输送机(包括机头或机尾传动部),使其成为一条直线。
工作面必须保证三直、一平、两畅通。
调换采煤机滚筒上下位置,向机头(机尾)割通三角煤然后向机头(机尾)正常割煤,完成进刀。
2、割煤:
采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机,双向穿式割煤,装煤由采煤机螺旋叶片向工作面输送机随采随装。
①割煤:
采用MWG200/475-W型双滚筒采煤机割煤,滚筒直径2.0m,截深0.6m。
a、割煤:
采煤时要求不留底煤,保证采高为2.6m±0.1m,割煤后,煤壁成一直线。
b、采煤机牵引速度要均匀,不得超载运转、强行牵引、频繁启动,并注意观察工作面输送机运行情况,防止工作面输送机过负荷。
c、司机要随时观察顶底板情况,及时调整采高。
严防漂刀、啃底,保证工作面输送机平整度。
d、仰斜开采时,司机要根据底板变化情况及时调整采高,防止采高过低造成机组无法通行,并注意及时伸出前探梁,防止冒顶。
e、俯斜开采时,司机要根据底板变化情况及时调整采高,防止采高过高,支架接顶不实,造成架前冒顶事故。
②装煤:
落煤主要靠滚筒螺旋叶片装入,推溜后底板上的浮煤由工人用铁锹装入。
3、移架
本工作面采用追机移架方式。
随割煤,滞后采煤机移架,及时管理顶板,后推溜。
①移架程序:
先收侧护板、稍降后柱,再降前柱(小梁),再扳下移架手把向前移架,到位后,将移架手把复零位,先升(小梁)前柱,后升后柱,再打出侧护板。
最终将各手把复零。
②移架要求
a、正常作业时,移架滞后采煤机后滚筒2~3架前移;顶板破碎时,要在前滚筒割煤后立即移架。
b、移架时,要注意观察支架尾梁及插板情况,防止插板绊住后溜刮板。
c、移架后要及时升架,并保证足够的送液时间。
同时要注意垛架、倒架,保证架与架的中心为1.5m,偏差不超过±100mm。
d、移架后,要求支架成一条直线,误差不超过±50mm.
e、支架操作完毕后,各手把必须复零位
f、坡度增大时,移架过程中要注意调架、摆架,严防倒架。
4、推溜
移架10-15m后,开始推前溜。
推溜要求:
①工作面输送机弯曲段不小于15m,严禁用一个千斤顶一次顶足,要用相邻千斤顶交替前移。
②推溜后,要保证工作面输送机成一条直线,30m拉线误差不大于±50mm.
③推溜只允许单向进行,不得从两头向中间推溜。
以防损坏设备。
5、放顶煤
采用一刀一放、单轮顺序不等量的作业方式。
放煤步距0.6m,放煤时见矸即止。
⑴放煤操作程序
先调整后溜位置,再操作尾梁插板千斤顶手把,适度收回尾梁插板然后收回尾梁进行放煤。
放完煤后,及时伸出尾梁插板。
⑵放煤要求
①放煤时不准将相邻支架的尾梁同时收回,严防大块煤矸涌入后溜。
②作业过程中,放煤工、支架工要相互配合,既要保证放煤质量,也要防止压溜。
③顶煤坚硬、完整,放不下来是,可反复升降掩护梁千斤挤压煤体协助放煤。
④后溜司机要随时观察负荷情况,发现异常及时通知放煤工停止放煤。
⑤上刀煤顶煤未放完,不得进行下一刀割煤循环。
6、拖后溜
顶煤放完后,及时拖出后溜。
拖后溜时要保证弯曲段长度不小于15m,拖出后溜后要保持后溜平直。
四、采煤工作面正规循环生产能力
工作面倾向长150m,放煤倾向长144m,煤层厚度5.5m,其中采煤机滚筒割煤2.6±0.1米,放煤厚度2.9米,循环进尺0.6m,每天生产4个循环,日进2.4m,煤容重1.35t/m3。
循环割煤产量:
Q1=L1×m1×b×r×R1=150×2.6×0.6×1.35×0.95=300t
循环放煤产量:
Q2=L2×m2×b×r×R2=144×2.9×0.6×1.35×0.85=287t
循环产量:
Q=Q1+Q2=587t
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1.35。
b:
滚筒截深。
日产量=587×4=2348t
月产量=2348×30=70440t
第三节设备配置
工作面采支运设备配置情况表表六
序号
设备名称
型号
数量
电机
功率
容量
电压
备注
1
采煤机
MWG200/475-W
1
475KW
475KW
1140V
2
端头支架
ZFG4800/18/30
6
3
中间架
ZF4000/17/28
96
4
前溜
SGZ-764/400
1
2×200KW
400KW
1140V
5
后溜
SGZ-764/400
1
2×200KW
400KW
1140V
6
转载机
SZZ-764/200
1
200KW
200KW
1140V
7
破碎机
PCM-160
1
160KW
160KW
1140V
8
皮带输送机
SSJ1200/2×250
1
2×250KW
500KW
1140V
9
乳化液泵
BRW315/31.5
2
200KW
200KW
660V
备用一台
10
乳化液箱
RX400/25
1
11
软启动开关
QBR-400/1140(660)
5
12
组合开关
QJZ-4×400/1140(660)
2
13
移变
KBSGZY-1000/10
2
14
无极绳绞车
JW-950
1
18.5KW
18.5KW
660V
15
回柱绞车
JH-14
2
18.5KW
18.5KW
660V
附图五:
综采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、采用经验公式计算:
Pt=k×g×h×γ=8×9.81×2.6×2.4=489.71kN/m2=0.49MPa
式中:
Pt:
工作面合理的支护强度
k:
支架上方顶板的系数,取:
8
h:
采高,取:
2.6m
r:
顶板岩石容重,取:
2.4t/m3
g:
重力常数,取:
9.81
2、参考同煤层矿压观测资料
同采区同煤层的15104A综放工作面矿压观测资料,可知最大平均支护强度为0.37MPa。
3、选择工作面支护强度
0.37MPa<0.49MPa,因此,工作面支护强度应大于0.49MPa。
4、支护设备选择
根据工作面条件与支架适应条件对照表(表八)可以看出:
ZF4000/17/28型低位放顶煤支架支护强度为0.65MPa﹥工作面支护强度0.49MPa;支架适应底板比压为0.28-1.57MPa<工作面底板比压8.6MPa。
因此选用ZF4000/17/28型低位放顶煤支架,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。
15104综放工作面基本液压支架选用ZF4000/17/28型低位放顶煤支架96架,上下两端头选用ZFG4800/18/30型过渡支架6架(上端头3架、下端头3架)。
从运输顺槽到回风顺槽依次编号为1-102#支架。
预计本工作面矿压参数参考表表七
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
18.2
基本顶厚度
m
4.5
直接底厚度
m
10.5
2
直接顶初次垮落步距
m
12.3-13.1
12.5
3
初
次
来
压
来压距离
m
29.3-35.3
32.3
最大平均支护强度
MPa
0.37
0.37
最大平均顶底板移近量
mm
160
160
来压显现程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
20.2-21.5
20.8
最大平均支护强度
MPa
0.37
0.37
最大平均顶底板移近量
mm
105
105
来压显现程度
明显
明显
5
平
时
最大平均支护强度
MPa
0.32
0.32
最大平均顶底板移近量
mm
60
60
6
直接顶悬顶情况
m
<1.0
<1.0
7
直接顶类型
类
二
二
8
基本顶级别
级
Ⅱ
Ⅱ
9
巷道超前影响范围
m
20
20
工作面条件与支架适应条件对照表表八
工作面条件
支架适应条件
采高
(机割2.6m,放煤2.9m)
1.65-2.8m
倾角
10°-14°/12°
≤45°(采取防滑措施)
煤厚
5.5m
<12m
煤硬度
1.5
4.0
底板比压
8.6MPa
0.28-1.57MPa
支护强度
0.49MPa
0.65MPa
顶板种类
二类
二类
通过对比、验算证明,选用ZF4000/17/28型支架能满足要求。
二、顺槽超前支护选择
1、超前支护单体支柱实际支撑能力
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×0.9×0.95×250=181(kN)
式中:
Kg为支柱工作系数,取0.99;Kz为支柱增阻系数,取0.95;
Kb为不均匀系数,取0.9;Kh为采高系数,取0.9;
Ka为倾角系数,取0.95;R为支柱额定工作阻力,取250kN。
三、乳化液泵站
(一)泵站选型、数量
乳化泵选用BRW315/31.5型两台,输液管路选用高压铁管和胶管,耐压35MPa。
进口压力:
常压
公称流量:
315L/min
公称压力:
31.5MPa
电机功率:
200kW
电压:
660V
(二)泵站设置位置
泵站安设在运输顺槽距工作面250米处。
(三)泵站使用规定
泵站压力不小于30MPa,乳化液浓度3%—5%。
配齐自动配比箱和浓度检测仪器,正常使用,有检测记录。
加强支架与泵站的维修,杜绝系统的窜漏液。
第二节工作面顶板管理
根据15104A工作面矿压观测资料分析,其煤层顶板为老顶来压明显,属于二级顶板,直接顶为不稳定的二类顶板,来压时其动载系数为1.16-1.25,平均1.18,15104综放工作面的顶板管理采用全部跨落法。
因工作面推进300米后工作面长度由200米变为150米,工作面配置96架放顶煤中间液压支架,上端头配置3架放顶煤过渡支架,下端头配置3架放顶煤过渡支架,共102组支架。
工作面最小控顶距为4580mm,最大控顶距为5180mm,端面距为340mm,对工作面顶板实行全支护法管理。
ZF4000/17/28型液压支架的最大、最小控顶距
1)最大控顶距H大=4240+600+340=5180mm
2)最小控顶距H小=4240+340=4580mm
式中:
4240:
顶梁及前梁长
600:
滚筒截深
340:
端面距
一、正常工作时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后,先移支架,再移运输机,即割煤—移架—移运输机;采用带压移架的方式移架。
正常移架要滞后采煤机后滚筒3-5m,不得超过5m。
顶板破碎或片帮严重时要移超前架,即在采煤机割煤前进行移架支护,然后进行割煤等工作,工艺为移架—割煤—移运输机,移架步距0.6m。
(一)移架顺序:
1、采煤机向下端正常割煤时,滞后采煤机后滚筒3-5m移架(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。
2、在采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将前探梁收回,并滞后采煤机前滚筒3架,顺序将前探梁伸出。
3、采煤机割煤并移架后,及时将支架的前探梁伸出护顶。
(二)支护要求:
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、两畅通”(三直:
工作面煤壁直、支架直、运输机直;两平:
顶、底板平;一净:
煤矸净;两畅通:
上、下出口畅通)的质量要求。
2、加强液压支架的支护强度,支架初撑力不得小于24MPa,确保支护质量。
3、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离不超过6m,防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料背顶,并保证支架有足够初撑力和支撑高度,防止事故发生。
5、工作面生产前,一定要编制初次放顶专项安全技术措施。
二、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理:
1、工作面老顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2、工作面老顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由技术科在回风、运输顺槽挂牌标明来压位置。
3、工作面支架以及回风顺槽、运输顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,支架初撑力不小于24MPa,超前支护支柱初撑力不小于11.5MPa。
特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。
4、加强上、下端头顶板管理,提高支护管理质量。
5、工作面临近停采时要编制停采前撤面创造条件措施,加强顶板管理。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理:
在推采过程中受断层、陷落柱、周期压力等因素的影响而顶板破碎时采取如下方法管理顶板:
(1)根据工作面回采过程中揭露断层的性质、落差,采取卧底或提刀等方式过断层,减少采煤机破岩高度。
如岩层硬度大,采煤机无法割动时可采取爆破处理。
(2)工作面局部顶板破碎或片帮严重时,采用带压擦顶移架或超前采煤机割煤移架,及时支护空顶区。
(3)平行工作面煤壁挑梁护顶。
采煤机割煤后,若暴露出来的顶板在短时间内不会冒落,而在支架卸载前移时可能冒落,则采取平行工作面煤壁挑梁护顶措施。
做法是:
先移顶板完整处的支架,同时在支架前梁上方,沿平行煤壁的的方向放置1-2根3~4m长的木梁,由其挑住附近不完整的易冒落的顶板。
然后再移破碎顶板处的支架。
若顶板破碎严重而极易冒落时,可以在挑梁的同时铺金属网、荆芭或木板等护顶材料。
(4)垂直工作面煤壁架棚护顶。
当工作面顶板岩石随采随落,冒落面积较大时,采用垂直工作面煤壁挖梁窝、靠煤壁打临时支柱架棚护顶,即在相邻支架间超前架设垂直于煤壁的一梁二柱的棚子护顶,在棚梁下面再架设1-2根平行于工作面煤壁的临时抬棚。
平行于煤壁的临时抬棚应同时托住三架垂直于煤壁的棚子的棚梁,然后移架,先用一架托柱平行于煤壁的棚梁,这时就可将两种棚梁下影响移架的支柱撤去,相邻支架在两种棚梁的掩护下顺利前移。
(5)铺金属网护顶。
在顶板破碎易冒的局部地段,为了有效地防止顶板矸石冒落,可在实施平行、垂直工作面煤壁架棚护顶措施的同时,配合铺金属网的护顶措施。
铺网范围要根据实际需要来确定。
(6)打撞楔防治局部冒顶。
打撞楔前先在冒顶处架平行煤壁的棚子,把木楔放在棚梁上,其尖端指向煤壁,末端垫一方木块,而后用大锤打入
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