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1一采区1216工作面作业规程第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面名称1216工作面煤层名称山西组2号煤层采区名称一采区地表对应位置地表无对应的村庄或建筑物井下位置东1218备用工作面南以一采区东运输巷为界西采空区北保安煤柱地面标高1220-1330工作面标高818-880回采对地面设施影响地表处于森林覆盖区,无人居住,无建筑物,不会造成影响。第二节煤层工作面煤层赋存稳定,全区可采,煤层厚度在1.3—1.7m之间,具体情况见表:煤层顺槽长(m)779m切眼长(m)182.5-226.6m煤层结构简单煤层倾角(°)0°-12°/6°煤层平均厚度1.5m稳定性稳定储量切眼长度(m)182.5-226.6m可采长度(m)684工业储量(t)338125可采面积(m2)145448回采率(%)95%容重(t·m-3)1.35可采储量(t)279806煤质煤类焦煤平均灰分(%)16.22挥发分17.49平均水分(%)0.52粘结指数62附图1:巷道布置图2第三节煤层顶底板煤层顶底板情况表类别分项主要岩石厚度(m)岩性顶板老顶细粒砂岩1.5-2.11.8深灰色。石英为主,长石次之,分选中等。泥质胶结。含少量白云母片。层面富含炭屑。直接顶粉砂岩2.8-3.23.0黑色,富含植物化石碎片。伪顶泥岩0.5-0.90.7灰黑色,富含植物化石碎片及炭屑。底板直接底泥岩1.0-1.41.2黑色,含炭屑及植物叶片化石。老底粉砂岩1.0-1.61.3黑灰色。含白云母碎片及植物化石碎片。附图2:地层综合柱状图第四节地质构造工作面掘进过程中1216进风顺槽揭露正断层4个,1216辅助进风顺槽揭露正断层3个,1216运输顺槽揭露正断层1个,1216切眼揭露正断层2个。1216进风和辅助进风顺槽有一断层落差在3.5m,该断层位于保安煤柱区,对回采无影响;1216运输顺槽306m处断层落差约2m,对正常回采有一定影响;其余断层落差较小,对工作面回采影响不大。第五节水文地质工作面水文地质条件相对简单,涌水方式以顶板淋水为主。顺槽掘进时,巷道内局部地区出现顶板淋水现象,在回采时要注意观测工作面内水文地质条件变化情况,并加强对巷道内顶底板淋水的处理。工作面1216进风和辅助进风顺槽掘进时揭露一陷落柱,陷落柱边缘区域顶板淋水较大,回采时要注意加强陷落柱区域涌水情况观测,并做好顶板支护管理。由于工作面属于奥灰水承压开采区,2#煤层最大突水系数为0.032MPa/m,小于临界突水系数(0.06MPa/m),因此奥陶系灰岩岩溶水对井田内2#煤层突水的可能性小。但由于巷道掘进时如揭露断层较多,且工作面西北方有一陷落柱,断层带及陷落柱等地质构造区域内岩石较碎,易成为奥灰水导水通道,可能造成奥灰突水,在回采时需加强地质构造区域涌水情况观测。第六节影响回采时的其它地质情况3预计工作面绝对瓦斯涌出量m3/min12.62煤的自燃倾向性不易自燃煤尘爆炸性有地温危害无第二章采煤方法及回采工艺第一节巷道布置工作面采用走向长壁布置,顺槽、切眼全部沿煤层掘进,全部采用矩形锚网索支护,巷道断面净高2.5m,净宽4.0m,第二节采煤方法一、采煤方法1、采用走向长壁式布置工作面,一次采全高,采煤机割煤。工作面呈后退式开采,全部垮落法管理顶板。2、根据顺槽揭露的情况显示,本工作面的煤层厚度为1.3-1.7m,平均煤厚1.5m,回采时不得任意留设顶、底煤。二、破、装、运煤方式的选择工作面破煤和装煤采用MG200/468-WD电牵引采煤机,切眼采用SGZ-630/400刮板输送机、运输顺槽安装一部SZB-730/75型转载机、一部DSJ-80/2×75型胶带输送机、作为运输设备。三、进刀方式采煤机采用端部斜切进刀双向割煤,斜切进刀段长度为35m,进刀深度0.6m,具体工艺如下:1、采煤机初始开采时煤机位于机头(或机尾)处,工作面刮板输送机机头(或机尾)25m范围内处于弯曲状,煤壁呈直线状(见图a);2、开动采煤机端部斜切进刀,直至进刀长度达35m后,使得采煤机前后滚筒完全进入煤壁即达到正常截深后停止截割(见图b);3、调换前后滚筒上下位置推移刮板输送机至平直状态,而后返刀割通三角煤(见图c);4、调换前后滚筒上下位置,采煤机空机返回,进入正常割煤状态,之后从端头逐节推移刮板输送机并拉架,追机距离控制在10—15m的范围内(见图d)。附图3:端头斜切进刀示意图第三节采煤工艺一、工作面回采工艺流程采煤机自下端头斜切进刀后--下行割三角煤—上行割煤—运煤—拉架—推溜—清煤--上端头斜切进刀—上行割三角煤—下行割煤—运煤—拉架—推溜—清煤—下端头斜切进刀4二、各工序施工工艺1、割煤采用MG200/468-WD电牵引采煤机割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤。2、运煤工作面选用SGZ-630/400型刮板输送机运煤,运输顺槽采用一部DSJ-80/2×75型胶带输送机、一部SZB-730/75型转载机运煤,经1216运输顺槽、一采区东运输巷、一采区北运输巷到井底煤仓,最后经主皮带外运。3、拉架拉架采用本架操作法(特殊情况下可采用邻架操作顺序移架),即移架工站在待移支架的前后立柱之间通过搬动操纵阀组的控制手柄进行移架。在距采煤机后滚筒10m往外的地方开始降架拉架,保证支架接顶严实,顶板不平时要调整千斤顶。拉架支护必须符合下列要求:①工作面支架初撑力不低于规定值(2849KN)的80%,即2279KN(22MPa)。②移过的支架必须成直线,每50m拉线偏差不超过±50mm,架间中心距1.5m,其偏差不得超过±100mm。工作面拉线时,不必从机头拉到机尾,只在需要拉线的地方进行拉线,完成后及时撤除。③支架要垂直于顶底板,不歪斜(±5°)且与顶板接触严密,迎山有劲。④支架顶梁平行于顶板,其最大仰俯角小于7°。⑤相邻支架间的错差不得超过顶梁侧护板的2/3,支架不挤不咬,架间间隙小于200mm。⑥支架端面距不大于340mm。⑦支架要垂直于工作面的刮板输送机,倾斜度应≤5°。⑧移架距采煤机后滚筒的距离不得小于10m,否则必须停止采煤机的运转。如果顶板破碎时,必须停机带压移架。4、推溜割煤与推溜间距应大于20-25m,推溜时可以多点同时操作,但必须顺序推溜,以防刮板输送机出现急弯或脱节,并符合下列要求:①推溜时严禁从两头往中间推溜。②推过的刮板输送机必须成直线,最大弯曲不超过3°(即任意两溜槽的插接处张口宽度不得大于80mm),弯曲段长度不小于15m,并保证平稳。5、清煤推溜后及时将柱间及推溜千斤顶槽内浮煤、浮矸清理干净并运走,且无大块煤矸。6、移设转载机(回撤75#刮机)工作面采过2~3个循环移溜后,要及时前移顺槽转载机,并要确保切顶柱的加设空间。工作面每推进5—10m后缩运输顺槽内的带式输送机一次。7、打眼开炮当遇地质构造,采用放松动炮作业时,必须遵守下列规定和《煤矿安全规程》中有关规定。5(1)打眼工具:风动钻机(2)炮眼布置:①当岩位于煤壁顶部时:A、当破岩量小于1.0m时,为单排眼,眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,顶眼距支架梁下0.5m;倾角+5°。B、当破岩量大于1.0m时,为三花眼,眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,顶眼距支架顶梁下0.5m;倾角+5°。②当岩位于煤壁底部时:A、当破岩量小于1.0m时,为单排眼,眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,底眼高出底板0.4m,倾角-10°。B、当破岩量大于1.0m时,为三花眼,眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,底眼高出底板0.4m,倾角-10°。③当全岩时,为五花眼,眼深0.6—1.0m,眼间距1.0m,顶眼距支架顶梁下0.5m,倾角+5°,底眼距底板0.4m,倾角-10°。④装药量为1卷,可根据现场岩层软硬程度适当调整。⑤采用正向装药,串联联线。⑥封泥长度不小于0.5m,且要填满捣实。附:爆破说明图表第三章顶板管理及支护第一节工作面顶板管理及支护工作面采用全部垮落法管理顶板,移架后顶板自行垮落,支护采用ZZ-3000/12/24型支撑掩护式支架和ZZ-3000/13.5/27型支撑掩护式过渡支架进行支护,共安设支架152架(其中大切眼内安装122架、小切眼内安装30架),机头、机尾各安装4架ZZ3000-13.5/27型支架,顺序移架及时支护,移架步距0.6m。第二节综采支架工作阻力一、顶板压力计算Q=M×K×R×9.8式中:Q---预计顶板压力(KN/m2)K---增载系数,一般取6—11,老顶级别越高K值越大,取8R---顶板岩石容重,取2.5t/m3M---采高,取2mQ=2×8×2.5×9.8=392KN/m2=0.392MPa二、工作面所选液压支架及乳化液泵站主要性能参数1、液压支架①型号:ZZ-3000/12/24型支撑掩护式6最大支撑高度:2.4m最小支撑高度:1.2m支架中心距:1.5m移架步距:0.6m初撑力:2849KN(28MPa)工作阻力:3000KN(29.47MPa)支护强度:0.51MPa—0.53MPa系统供液压力:31.5MPa支架数量:144架底座比压:1.3MPa伸缩梁行程:0.6m安全阀的调定卸载压力为:32MPa②型号:ZZ-3000/13.5/27型支撑掩护式过渡支架最大支撑高度:2.7m最小支撑高度:1.35m支架中心距:1.5m移架步距:0.6m初撑力:2849KN(28MPa)工作阻力:3000KN(29.47MPa)支护强度:0.51MPa—0.53MPa系统供液压力:31.5MPa支架数量:8架底座比压:1.3MPa伸缩梁行程:0.9m安全阀的调定卸载压力为:32MPa2、乳化液泵站设置两泵一箱,进回液管各一趟型号:BRW200/31.5泵二台公称压力:31.5MPa公称流量:200L/min液箱容积:1.6m3乳化液浓度由液箱自动进行配比,同时在每次加入乳化油后要用专用仪器人工测试其浓度,使其浓度在3%-5%之间。3、验算结论所选支架支护强度P=0.51-0.53MPa,而预计顶板压力Q=0.39MPa,由于PQ,所以所选支架支护强度满足顶板压力的要求。第三节工作面及顺槽顶板控制一、工作面支护1、工作面支架的布置及其规格工作面液压支架从机头向机尾方向统一编号,支架中心距1.5m。2、工作面控顶距及移架步距中间架:最小控顶距:3832mm,最大控顶距:4432mm,移架步距:600mm。端头过渡架:最小控顶距:4010mm,最大控顶距:4910mm,移架步距:600mm。3、机头、机尾架位置工作面安装支架时机头、机尾各安装4架ZZ3000-13.5/27型支架。二、端头支护及顺槽超前支护1、在工作面上下两端头分别距支架架边0.1—0.3m处布置一对单体支柱配π型钢梁的支护,然后根据现场实际情况按照0.8m的间距加设π型梁,迈步梁间距0.2m,同步梁间距0.8m布置端头支护。两钢梁呈交错迈步式,滞后梁的梁端头要同支架切顶线平齐,每推进两个循环滞后梁迈步前移一次,并要同顺槽的超前支护相接。每根超前梁下加设2根单体支柱,每根滞后梁下加设3根单体液压支柱,柱距0.8m。如因其它原因(如端头支架不能有效护顶或顺槽超宽)导致两端头每增宽71.0m加一对л型钢梁,但要确保其中有两对梁之间宽度不小于0.8m的行人道。同时要在机尾端头支护迈步梁的后方采空侧(即支架的切顶处)加设一排单体支柱配木柱帽或铰接顶梁的切顶柱,柱距0.4m,木柱帽或铰接顶梁平行于顺槽加设,以利有效切顶,若顶板破碎或强制放顶时必须对切顶柱加设戗柱。若顶板破碎矸石较小时在切顶柱后方加设挡矸设施,防止矸石窜入端头支护内伤人,挡矸设施采取将木板用铁丝捆绑在单体液压支柱上或将铁丝网用铁丝同顶板铁丝网或钢带进行连接。端头支护范围内的所有单体支柱必须全部穿柱鞋。2、顺槽全部采用矩形锚网索支护,从工作面出口向外20m范围内必须保证支护完整无损,并要超前加强支护。支护时在巷道内加设单体液压支柱配铰接梁沿顺槽方向平行布置。1216进风顺槽和辅助进风顺槽(无炭柱绕巷)加设超前支护时分别距巷道两帮1.2m处加设两排单体液压支柱即可;1216运输顺槽加设
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