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工作面概况及地质情况煤矿作业规程技术网
第一章工作面概况及地质情况
第一节、工作面位置及井上下关系
详细情况见表1—1。
表1—1工作面位置及井上下关系表
煤层名称
9#煤
水平名称
1225米
采区名称
一盘区
工作面
名称
XXX
地面标高
(m)
1441.6
工作面标高(m)
1187-1246
埋藏深度
XXX工作面埋藏深度为241m左右
地面位置
本工作面位于XXX村东南部,工作面往北约700米处为XXX村,工作面内多数为耕地,局部为林区,地面无民宅及其它建筑物。
井下位置及四邻
采掘情况
工作面采用走向长壁布置,西面与三条盘区下山巷道搭接,东面为备用采区二盘区,南面与三条运输巷道相邻,北面为备用采面XXX工作面。
回采对地面设施影响
XXX工作面对应的地面多数为耕地,少数为林区,地面无建筑物,对回采无太大影响。
走向长(m)
1424
倾斜长(m)
196
面积(m2)
279104
第二节、煤层基本情况
煤层基本情况见表1—2。
表1—2煤层情况表
煤层总厚(m)
4.5-18.9
煤层结构
煤层倾角(度)
2~10
净煤厚(m)
11
单一
5
可采指数
85﹪
变异系数(%)
1.0
稳定程度
稳定
煤层情况
描述
本工作面9#煤层平均厚度11m,顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩,底板岩性为泥岩、炭质泥岩、高岭土及细砂岩,结构复杂,含夹矸2-4层,夹矸厚度0.2-0.90米,为稳定可采煤层。
第三节、煤层顶底板情况
煤层顶底板详细情况见表1—3。
表1—3煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
含砾粗砂岩
30-87
浅黄、灰白色含砾粗砂岩
直接顶
泥岩
0-5
褐色、土黄色泥岩,局部为砂质泥岩
伪顶
泥岩
0-0.4
黑色泥岩及炭质泥岩
伪底
泥岩
0-0.7
浅灰色泥质结构
直接底
细砂岩
2-4
灰白色深灰色细砂岩,硬度较大
老底
细砂岩
灰白色、深灰色细砂岩,硬度较大
第四节、煤质情况
煤质情况详细情况见表1—4。
表1—4煤质情况表
指标
水分
灰分
挥发分
硫分
发热量
工业牌号
标号
Mad
Ad
Vdaf
Std
Qgr.r.d
WY3
数量
3.62%
6.77%
40.21%
2.05%
23.86MJ/Kg
第五节、地质构造
综观本面,煤层南高北低,整体为一走向近东西向、倾向北的单斜构造,面内断层较为发育,最大落差41米,多数断层均延伸到工作面内,而且在个别断层附近存在风化煤,对工作面回采会造成很大的影响,特别是切巷内发育的两条正断层、落差分别为13、15m,导致切巷过岩巷40米,造成工作面在初次回采过程中割岩量较大,支护管理困难。
工作面断层较发育,在切巷遇到4条断层,最大落差15米,造成切巷过岩巷42米,在回风顺槽揭露断层13条,进风顺槽揭露断层15条,而且大部分断层均延伸到工作面内,造成工作面在回采过程中割岩量较多,支护困难。
根据工作面坑透及瞬变电磁勘探,本工作面内未发现陷落柱异常区域。
通过井下工作面坑透,发现在工作面内存在的三个大的异常区,初步分析均为断裂构造所致,结合井下钻探验证,在工作面内除断层发育外没有发现其它构造情况。
坑透资料经计算机处理和综合分析认定本工作面存在三个异常区,具体分析如下:
E1异常区位于距切巷350m~500m范围内。
分析认定此异常区由揭露断层F14、F15、F16、F17、F18影响所致。
其中,F15、F16断距1m左右,对回采影响不大;F14、F17、F18断距大于1/2煤厚,对回采有较大影响。
E2异常区位于距切巷670m~770m范围内。
分析认定此异常区由揭露断层F21影响所致。
F21断距在异常区增大,对回采有影响较大。
E3异常区位于距切巷950m~1100m范围内。
分析认定此异常区由预测断层F22影响所致。
F22为全岩断层,对回采有影响较大。
另外,工作面内还存在揭露断层F2、F3、F4、F5、F6、F7、F8、F9、F10、F11、F12、F19、F20、F21、F23、F24、F25和预测断层F1、F13、F26。
其中,F3、F4、F5、F6、F7、F8、F12断距小于1/2煤厚对回采影响不大;F11、F19、F20、F23断距大于1/2煤厚,对回采有一定影响;F2、F9、F10、F21、F23、F24、F25断层断距全岩断层。
对回采有很大影响;预测断层F1断距,接近1/2煤厚,对回采有一定影响;预测断层F13断距小于1/2煤厚,对回采有影响;
预测断层F26断距大于1/2煤厚,接近全岩断层,对回采影响较大。
第六节、水文地质
XXX工作面内水文地质条件相对简单,主要充水因素为顶板砂岩裂隙水、断层水,水量一般不是很大,但在断层附近涌水量比较大,最大涌水量在12m3/小时左右。
本工作面最底开采标高均高于奥灰静水位线,不存在带压开采。
通过实地访和勘查、证明XXX首采面周围没有采空区,不存在采空积水,所以不需要进行专门的探放水。
工作面正常涌水量为10m3/h,最大涌水量为12m3/h。
第七节、影响回采的其它地质情况
一、矿井绝对瓦斯涌出量9.45m3/min,相对瓦斯涌出量1.5m3/t,煤尘有爆炸危险性,爆炸指数为33—41﹪,煤层有自燃发火倾向性,煤的自燃发火期为3—6个月。
二、地质部门的建议
本工作面因地质构造的影响形状不规则,煤层厚度变化也比较大,平均厚度约11米左右,工作面断层较发育,支护管理困难。
建议综采队在回采的过程中加强顶板管理,做好放煤工作,尽可能提高工作面回采率。
第八节、储量及服务年限
一、储量(见表1—5)
工作面受地质构造影响,工作面长度分三段,其中:
第一段储量94.4万吨,工作面长度196米,其走向长度352.5米;第二段储量56.8万吨,工作面长度154米,其走向长度288.15米;第三段储量20万吨,工作面长度96米,其走向长度161.87米。
表1—5储量预算表
走向长(m)
倾斜长(m)
面积(m2)
净煤厚(m)
容重(t/m3)
工业储量(t)
回采率(%)
可采储量(t)
802
196
129005
11
1.5
2013000
85
1712000
二、服务年限
工作面服务年限=第一段可采推进长度/月推进长度+第二段可采长度+第三段可采长度=352.5/50.357+288.15/96+161.87/161.87
=7+3+1
=11(月)
第二章巷道布置及生产系统
一、巷道布置及生产系统示意图(见附图1)、进回风顺槽断面图(见附图2、3)。
二、生产系统
1、运煤系统
工作面→XXX进风顺槽→一盘区皮带巷→主斜井皮带→地面
2、运料系统:
副斜井→一盘区辅运巷→XXX回风绕道→XXX回风顺槽→XXX工作面
3、通风系统
主斜井
→一盘区辅运巷→XXX进风顺槽→XXX工作面→XXX回风顺槽→
副斜井
一盘区回风大巷→回风斜井
通风系统图见附图4
4、供水系统
XXX进风顺槽
一盘区皮带大巷→→XXX工作面
XXX回风顺槽
5、压风系统
XXX进风顺槽
一盘区皮带大巷→→XXX工作面
XXX回风顺槽
压风及压风自救示意图见附图5
6、排水系统
XXX进风顺槽
XXX工作面→→一盘区皮带大巷
XXX回风顺槽
供排水系统图见附图6
7、通讯系统
照明通讯图见附图7
三、XXX工作面供电、供水、压风、制氮、黄泥灌浆系统
1、供电系统:
(1)、工作面高压由中央变电所3台高压隔爆开关供出。
由两趟MYPTJ-3X95mm2和一趟MYPTJ-3X70mm2的电缆铺设到综采工作面。
(2)、工作面设备列车27辆,其中12辆线车、喷雾泵3辆、乳化泵3辆、开关列车2辆、操作车1辆、网络柜列车1辆、工具列车1辆、移变4辆。
1#移动变电站供采煤机、破碎机;2#移动变电站供前部刮板输送机、转载机;3#移动变电站供后部刮板输送机;4#移动变电站供供乳化泵、喷雾泵、回柱绞车、照明综保、127V电源;
(3)、瓦斯断电仪能够实现控制配电室高开(二级断电)。
2、设备清单:
设备统计表
用电设备
电动机技术特征
设备名称
设备型号
台数
额定容量(KW)
额定电压(Kv)
采煤机
MG750/1800-
3.3WD
1
1805
3.3
工作溜
SGZ1000/2×855
1
2×855
3.3
后配溜
PF6/1342
1
2×855
3.3
破碎机
SK1118
1
400
3.3
转载机
PF6/1542
1
600
3.3
喷雾泵
BPWIV315/16
2
110
1.14
乳化液泵
BRW400/31.5Ⅱ
2
250
1.14
皮带机
DSJ140/250/
2×800
1
2×800
10
回柱车
JD-37
2
37
1.14
工作面设备布置见附图8
3、低压开关的选择
、继电保护原则:
井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈电线上,应装设短路、过负荷、漏电保护装置。
低压电动机的控制设备,应具备短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制功能。
、开关清单
综采设备开关选择如下
序号
型号
额定电压
台数
所带设备
主保护
1
KE3002
3300V
6
采煤机、前后部刮板输送机、转载机、破碎机
电子
2
KE1004
1140V
2
乳泵、喷雾泵
电子
3
综保ZBZ-10KVA
1140V
1
照明、127V电源
电子
4
QBZ-200
1140V
2
回柱绞车
电子
4、接地系统
根据《煤矿安全规程》第485条规定移动变电站、移动变压器、配电点等处设置局部接地极。
局部接地极可设置于巷道水沟内或其他就近的潮湿处,设备在水沟中的局部接地极应用面积不小于0.6㎡,厚度不小于3㎜的钢板或具有同等有效面积的钢管制成,并应平放于水沟深处。
设置在其他地点的局部接地极,可用直径不小于35㎜,长度不小于1.5m的钢管制成。
管上应至少钻20个直径不小于5mm的透孔,并垂直全部埋入底板;也可用直径不小于22㎜,长度为1m的2根钢管制成,每根管上应钻10个直径不小于5㎜的透孔,2根钢管相距不得小于5m,并联后垂直埋入底板,垂直埋深不得小于0.75m。
5、通讯、照明及信号系统
、工作面照明系统
进风巷皮带机头、机尾、桥转转载机头均有照明灯,皮带机头照明由照明综保供电;转载机和支架照明由设备列车ZBZ-4.0综保127V供电。
支架照明间距不大于15米,支架间照明电缆为专用电缆。
、工作面信号系统:
皮带机头、机尾、转载机、绞车、回柱机处均设信号,所有信号均为往返信号,电铃均为声光组合电铃。
皮带机、转载机信号由照明综保供电,绞车、回柱机信号选用KX-127煤矿用语言灯光信号装置,由各自操作开关36V供电。
、工作面通讯系统:
采煤工作面进回风两端距工作面10~20米范围内、进回风中部、进风距进风绕道10~20米范围内,回风距回风口10~20米范围内、工作面水平最高点、进风头部皮带机头、移动变电站、转载机机头、进风绕道配电点、临时避难硐室各安设一部直通矿调度室的电话。
工作面通讯系统由桥转机头工作溜机头延伸至机尾,工作面扬声器间距不大于15米,工作面选用KJ50-X-D型通讯控制装置,通讯电缆采用专用电缆,型号为HUVV-20×2×0.8。
工作面后溜和工作溜、转载机实现闭锁。
6、XXX供水、排水系统及供水自救装置
、XXX进风顺槽巷供水管路采用φ159无缝钢管用快速接头连接而成。
每50米预留1个快速接头,便于生产、消防、除尘、自救供水。
、XXX进风顺槽巷排水管路采用φ108无缝钢管用快速接头连接而成。
、XXX回风顺槽巷供水管路采用φ108无缝钢管用快速接头连接而成。
每100米预留1个快速接头,便于生产、消防、除尘、自救供水。
、XXX回风顺槽巷排水管路采用φ108无缝钢管用快速接头连接而成。
、每个躲避硐室安有供水自救阀门,便于人们饮水。
7、压风系统及压风自救装置
、XXX进风顺槽巷压风管路采用φ108无缝钢管用快速接头连接而成。
每100米预留1个快速接头,便于生产及自救供风。
、XXX回风顺槽巷压风管路采用φ89无缝钢管用快速接头连接而成。
每100米预留1个快速接头,便于生产及自救供风。
、进风顺槽巷在安全出口50-100米处安装一组压风自救装置,回风顺槽巷在安全出口25-45米处安装一组压风自救装置,两条巷道每隔500米安装一组压风自救装置。
8、氮气管路及黄泥灌浆系统管路
、XXX进风顺槽巷氮气管路采用φ159无缝钢管用快速接头连接而成。
、XXX回风顺槽巷黄泥管路采用φ108无缝钢管用快速接头连接而成。
四、配风量计算
综放工作面的实际需要风量,应按稀释工作面瓦斯涌出量要求,并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后,采取其中最大值。
经分析认为,本井田煤层中瓦斯含量低,无地温热害,矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可。
回采工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算,然后取其中最大值。
按气象条件确定需要风量,其计算公式为:
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温(m3/min)
式中:
Q采—采煤工作面需要风量,m3/min;
Q基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量,m3/min。
Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s);
Q基本=60×4.3×3.5×70%×1.0=639m3/min;
K采高—回采工作面采高调整系数(见表1);
K采面长—回采工作面长度调整系数(见表2);
K温:
回采工作面温度与对应风速调整系数(见表3)。
K采高—回采工作面采高调整系数
表1
采高
<2.0
2.0~2.5
2.5~5.0及放顶煤面
系数(K采高)
1.0
1.1
1.5
K采面长—回采工作面长度调整系数
表2
回采工作面长度(m)
80~150
150~200
>200
长度调整系数(K长)
1.0
1.0~1.3
1.3~1.5
K温—回采工作面温度与对应风速调整系数
表3
回采工作面空气温度(℃)
采煤工作面风速(m/s)
配风调整系数K温
<18
0.3~0.8
0.90
18~20
0.8~1.0
1.00
20~23
1.0~1.5
1.00~1.10
23~26
1.5~1.8
1.10~1.25
26~28
1.8~2.5
1.25~1.4
28~30
2.5~3.0
1.4~1.6
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温=639×1.5×1.3×1.1=1370(m3/min)
式中:
Q基本:
=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速
K采高—回采工作面采高调整系数,取1.5;
K采面长—回采工作面长度调整系数,196m,取1.3;
K温—回采工作面温度与对应风速调整系数,温度21℃取1.1。
按工作面温度选择适宜的风速进行计算:
Q采=60×V采×S采×K采面长(m3/min)
式中:
V采—采煤工作面风速,m/s,根据表3,取1.1。
S采—采煤工作面的平均断面积,m2。
Q采=60×1.1×4.3×3.5×1.3=1291.3m3/min。
按瓦斯或二氧化碳涌出量计算
Q采=100×q瓦×k瓦
式中:
q瓦—采煤工作面绝对瓦斯涌出量,根据河南理工大矿井绝对瓦斯涌出量预测为9.45m3/min。
k瓦—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数,取1.3。
Q采=100×9.45×1.3=1228.5m3/min。
④按采煤工作面的最多人数计算
Q采=4×N=4×45=180m3/min。
式中:
N—采煤工作面同时工作的最多人数,取45人;
按风速进行验算:
VminS<Q采<VmaxS采
式中:
Q采:
工作面所需风量m3/s;
Vmin、Vmax:
工作面所允许的最大和最小风速,Vmin=0.25m/s,Vmax=4m/s;
S采:
通风断面,取15.05m2。
3.77m3/s<Q采<60.2m3/s
根据以上计算取最大值,Q采=1370m3/min。
五、工作面供电系统(见附图9)
第三章采煤方法及回采工艺
一、采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式开采,综采放顶煤工艺。
采用MG750/1800—3.3D型电牵引双滚筒采煤机割煤、装煤。
ZF13000—26/40型放顶煤液压支架107架和ZFG13000—27.5/42型过渡架7架管理顶板,用一部SGZ—1000/2×855型溜做前部工作溜,用PF6/1342型溜做后部溜完成运煤工作。
二、回采工艺:
工作面每割一刀煤,放一茬煤。
采用“一采一放”作业方式。
回采工艺过程:
采煤机机头(尾)斜切进刀→正常割煤→移架→移前工作溜→调整后工作溜→放顶煤。
(一) 落煤
1、做壁龛:
若机组割不透机头、机尾时,需人工做壁龛。
(1)壁龛由检修班施工,采用爆破落煤,人工攉煤的方法。
(2)壁龛沿工作面推进方向长度为5m,平行工作面长度可根据生产溜的位置确定。
钻眼时人员站在回、进风煤柱帮侧,垂直煤壁侧进行钻眼。
(3)壁龛平行工作面长度小于0.8m时,要求少装药、小爆破,具体钻眼位置、角度、深度、数量可根据现场实际而定。
炮眼深度控制在0.6~1.0m,装药量可在100~200g范围内调整,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
(4)壁龛平行工作面长度大于0.8m时,严格按炮眼布置图及爆破说明书(见附图10)进行钻眼、装药、爆破。
2、采煤机自开缺口,割煤同时完成装煤。
采高严格控制在3.5~3.8m,正常情况下采煤机必须沿底板割煤,特殊情况下,如局部煤层起伏变化较大时,可适当掩底或卧底推进,机组严禁截割坚硬岩石,以免产生火花或损坏机组。
(二)采煤机的工作方式
采煤机采用割三角煤,端头斜切进刀方式。
采煤机自开缺口,双向割煤,往返一次割两刀,见采煤机斜切进刀示意图(附图11)。
(三)移架
1、操作方式:
采用本架操作,顺序移架。
2、移架遵循及时支护原则,即采煤机上滚筒割过1~3架后,开始伸出伸缩梁。
3、采煤机下滚筒割过3~5架后开始移架,边移架,边收回伸缩梁。
4、移架后的端面距不大于0.405m,支架要成直线,顶梁要平,必须严密接顶并达到初撑力,操作完毕,将各种手把打回零位。
5、工作面顶板不好时,可采用带压拉架的方式,工作面顶板严重破碎时,必须割一架,停机伸伸缩梁或拉架管理好顶板,然后开机割另一架。
(四)移溜:
包括推前部溜和拉后部溜,利用前后推移千斤来完成。
1、移溜与拉架平行作业,移溜可滞后拉架3~5架,且弯曲段长度不小于15m,推移前部溜的同时,要拉后部溜。
移溜分三步进行,每次操作3~5台千斤推拉0.27m,严禁一次移到位,把溜子顶成急弯。
移溜完毕,及时将推移手把打到“零”位,并将前部溜与支架底座间的浮煤、浮矸清理干净。
2、推拉前后工作溜必须沿同一方向逐渐均匀推拉,严禁从两边向中间推拉。
停溜期间,严禁移溜。
3、移前部溜机头(尾)时,待各组支架拉出升起后,用支架的顶溜千斤移出机头(尾)。
移过前部溜机头(尾)后,利用拉后溜机头(尾)的连接千斤拉过后部溜机头(尾)。
4、所有被移动的物体周围2m以内不得有人(在架内移架人员除外)。
5、推移工作溜机头(尾)时,工作溜必须停止运行,推移机头时,转载机要停止运行。
(五)放顶煤:
4#~110#架采用三轮顺序放煤工艺,机头3架和机尾4架不放煤。
1、初次放煤:
工作面初采推进至走完切巷,即支架的顶梁绞接处全部离开切巷煤帮侧时,开始放煤。
2、正常放煤:
采煤机割一刀煤,放一茬顶煤,正常情况下,放第一轮顶煤滞后机组下滚筒8~10架,滞后机组下滚筒30架必须将煤全部放净,否则必须停机放煤。
当机组割出至机头(尾)调刀时,拉过第一次机头(尾)后,必须先停机将该处的煤全部放净,方可开机割三角煤,将第二次机头(尾)拉过。
3、末采放煤:
工作面采帮距停采线18m时开始铺金属网,当金属网遮盖后尾梁时,停止放煤。
4、放煤顺序
⑴除工作面机头(尾)16架范围外,工作面其它地段割煤、放煤可以平行作业。
⑵放煤要逐架进行,由机头(尾)向机尾(头)放煤。
每架支架上的顶煤分三轮均匀放出。
每一轮放煤间隔为8~10架,待放净煤后,停止放煤。
⑶放煤必须逐架进行,严禁相邻两架同时放煤。
⑷工作面部分地段顶板破碎,片帮塌顶严重影响工作面推进时,可视情况少放煤或暂停放煤。
⑸放煤前,要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。
⑹工作面必须以放顶煤为主,严禁割放相交或因赶进度而少放或不放煤。
⑺放煤工必须保证3人,并要固定专人放煤,必须保证放煤人数及轮数。
三、注水工艺
(一)煤层注水方式:
采用长壁式注水方式。
(二)钻孔布置方式:
从工作面的回风顺槽平行于工作面打注水孔,
见钻孔布置示意图(附图12)。
(三)注水有关参数:
1、孔径:
φ42~50mm;2、孔距:
10~15m;
3、孔深:
工作面长度的2/3;4、水压:
8~12Mpa。
(四)注水设备:
1、专用钻机一部;2、高压注水泵一台、水箱一个。
第四章顶板管理
一、顶板管理方法
采用全部垮落法管理顶板。
即随着工作面向前推进,拉移液压支架,机头(尾)落山回柱放顶,使顶板自行垮落。
二、支架说明与支护方式
1、本工作面使用ZF13000—26/40型(107架)和ZFG13000—27.5/42H型(7架)支撑掩护式低位放顶煤支架管理顶板,共114架呈单列式布置覆盖全工作面,见工作面支架及超前支护布置示意图(附图9)。
支架最大控顶距6600mm,最小控顶距5800mm,架间中心距1.75m,放煤步距0.8m,支架拉过后,端面距不得大于0.405m。
见支架最大控顶距和最小控顶距示意图(附图13、14)。
2、机组割煤后,采用及时支护的方法维护煤壁机道的空顶。
3、工作面片帮超过端面距规定时,使用前梁维护,超过前梁时支棚维护。
4、架与架之间要伸紧侧护板,防止漏煤、矸。
5、正常条件下,工作面采高严格控制在3.5m。
若工作面顶板条件恶化,可将采高降低20cm,以利于管理顶板,但采高不得低于3.3m,以确保机组顺利通过和不造成死架,并保证放出顶煤。
三、支护强度校核(根据天地公司三机配套资料)
1、支护强度校核:
⑴支护强度F/S=13000÷(6.60×1.75)=1125.54KN/m2。
F—每架支架工作阻力,KN;
S—每架支架承载面积,m2。
与8倍采高岩层岩重相比较:
岩重(单位面积)1×8×H×Q=1×8×3.5×25=700KN/m2,小于1125.5KN/m2。
H—工作面
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