1503工作面回采作业

1第一章概况一、工作面范围及位置1503工作面位于15采区上部，进风巷标高+599.318m，运输巷标高+607.399m，坐标X=3896953.25～3897158.43，Y=37364012.83～37364367.73。工作面走向长度约285米，工作面倾斜长度平均150米，面积约41444㎡。西以设计5101工作面相邻，南部是已回采的1502工作面，工作面从切眼开始回采后，随着工作面的回采，工作面斜长会有所变化。二、工作面地质概况5号煤层直接顶板为灰色泥页岩,厚0.5～3.5m,含植物化石。老顶板为灰白色泥质胶结长石质石英砂岩（K4），富含白云母碎片。底板为石英砂岩（K3），恢白色硅质胶结、十分坚硬（K3），5号煤层结构简单，含夹矸1～2层，夹矸厚度一般0.30m～0.44m，三、水文地质概况本矿矿井水文地质类型属以裂隙充水为主的水文地质条件简单型，即二类一型。根据临近生产矿井各巷道出水岩层主要为山西组底部长石石英砂岩以及太原组中部的石英砂岩，出水点多在向斜轴部、断层破坏带或应为顶板塌陷后裂隙贯通上覆含水层时，局部有滴水、淋水或者潮湿现象，但水量大都小于0.5m3/h。根据相邻工作面情况分析，该工作面在回采过程中，因上覆岩老顶为K4砂岩层富含水，可能会出现涌水，预计水量为15m3/h左右，应提前做好防水工作。四、瓦斯、煤尘和煤的自燃性(一)瓦斯情况：根据陕西省煤炭生产安全监督管理局文件《陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》（陕煤局发[2011]4号），陕西省白水龙泉煤炭有限责任公司煤矿2010年度矿井瓦斯绝对涌出量为1.06m3/min，瓦斯相对涌出量为2.58m3/t，二氧化碳相对涌出量为7.03m3/t。矿井瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井。结合现有地质资料，本矿井瓦斯主要成分N2，瓦斯分带属于2N2-CO2带。（二）煤尘爆炸性及自燃倾向性根据陕西煤矿安全装备检测中心2011年11月提交的龙泉煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，本井田内5号煤层煤尘有爆炸危险性，5号煤层为不易自燃煤层。五、工作面位置及井上下关系1、工作面位置及井上下关系见表一。表1工作面位置及井上下关系六、煤层顶底板1.顶板：泥岩，灰色、浅灰色，层面含白云母星点和黄铁矿结核。2.底板：石英砂岩〈K3〉，浅灰色、细粒、层面含白云母星点、致密坚硬。采区名称15采区井下标高+599.318m水平—+615.062m水平地面位置1503工作面布置在15采区与51采区之间，地表为荒沟，施工范围内无重要建筑物。回采对地面设施的影响回采对地面设施无影响井下位置及与四邻的关系1503工作面最小保护煤柱21米，该工作面下部为1502采空区，开切眼支护采取锚索、锚网梁联合支护。可采走向长度（m）285m倾斜长度（m）150m回采面积（㎡）41444㎡3七、储量、综合生产能力、服务年限1、储量工业储量=工作面走向长度×工作面倾斜长度×工作面煤层厚度×煤的密度=285×150×2.25×1.35=129853t可采储量=（工业储量-底部煤量）×回采率=（129853-285×150×0.2×1.35）×0.95=（129853-11542）×0.95=112395t2、综合生产能力的确定（1）循环产量：Ｑ=Ｌ×ｍ×ｈ×ｒ×ｃ=150×0.6×2.25×1.35×0.95=259.7t式中：Ｌ——工作面斜长ｍ；ｍ——一个循环进度0.6ｍ；ｈ——采高2.25mｒ——煤的容重1.35ｔ/ｍ3；ｃ——回采率0.95%；3、日产量：日产量=循环产量×循环数Ｑ日=259.7×4=1038.8t4、月产量：月产量=日产量×月生产天数×正规循环率=1038.8×24×85%=21191.52t5、工作面可采期：Y=112395/21191.52=5.3个月6、月推进度计算：4月推进度=日循环数×循环进度×月生产天数×正规循环率=4×0.6×24×85%=48.95m7、回采工效=月产量/(工作面定员×工作天数×出勤率)=21191.52/(21×30×95%)=35.4吨/工。第二章采煤方法一、巷道概况1、工作面走向长度285m，两巷、开切眼均采用沿顶板掘进，工作面平均倾斜长度150m，停采线位于1503进风巷。附工作面位置及巷道布置图。2、回风巷、运输巷均使用锚网配合锚索、锚索梁联合支护。二、采煤工艺1、采煤方法的选择选用走向长壁后退式。2、工作面主要参数的确定（1）工作面支护形式为倾向对棚式齐梁直线柱，对棚中心距0.75m，对梁中心距0.15m，每对棚使用液压支柱6根，（每根梁下支3根），移梁步距为0.6m。支护材料选用DZ-2500型单体液压支柱。工作面采用HDSB―3200型兀梁,允许承载300KN。巷道（两巷）超前采用HDSB―2200型兀梁。竹片平笆:规格孔径0.5×1m，竹片相互掺压宽度100mm。（2）循环进度：根据采煤机的滚筒截深确定循环进度为0.6m。3、落煤与装煤：工作面的落煤与装煤则用一台MG170/410–WD型双滚筒电牵引采煤机来完成。采煤机的工作方式：双向割煤的方式，上行割煤时，右滚筒割顶煤、左滚筒割底煤；下行割煤时，右滚筒割底煤、左滚筒割顶煤。割煤过程中，司机要掌握好滚筒的升降位置，将顶煤割净、底板割平，不得5留有台阶伞檐，煤壁成一条直线。4、进刀长度确定的依据：根据MG170/410–WD型采煤机技术参数得出采煤机进刀长度为30m。5、进刀方式：采用端头斜切进刀。操作过程：1采煤机从输送机机尾（进风巷）开始斜切进刀下行割煤，2采煤机机身全部进入后（和煤壁平行）后反刀，移溜后割掉三角煤。3下行清理浮煤4清至煤壁后调整滚筒开始割煤，并且跟机移溜5煤机在工作面部斜切进刀，完成一个循环。6、工作面工序配合方式：采煤机割完一排煤后移梁，移过的梁要及时升紧单体柱，7、移机头（尾）支架注意事项：（1）做机头机尾移柱时，必须将机头（尾）处无关人员撤至安全地点，安全地点距前梁不小于5.0m。8、推移刮板机：采用顺序推刮板机的方式。推移刮板机在采煤机左（右）滚筒不小于15.0m处进行，严禁出现陡弯。移后的刮板机要成直线，每次推移一个步距，机道有台阶、矸石等障碍物推不动刮板机，应返空刀扫除障碍物。三、设备配置、技术参数表二工作面机电设备配备表序号设备名称型号及规格容量单位数量备注1采煤机MG170/410–WD411KW台12刮板输送机SGZ-630/2202×110KW部13皮带输送机SJ-4040KW部14刮板输送机SGW-40T40KW5乳化液泵37KW台26表三MG200/500QWD型采煤机技术参数：序号内容主要技术参数1采高范围（m）1.3–2.92m2适合倾角（°）≤35°3截深（mm)6004机面高度（mm)11005机身宽度（mm）984.56两摇臂回转中心距离（mm)58137配套滚筒直径（mm)Ф14008最大采高（mm)29209下切深度（mm)17610摇臂结构形式整体弯摇臂11摇臂总摆角61.7°12上摆42°13下摆19.7°14截割功率（KW)2×17015滚筒转速（r/min)45；5216牵引与调速形式销轨式、交流变频调速17牵引功率与供电电压2×30KW；1140V18牵引转速（r/min)147219额定频率（KN)5020泵站电动机型号YBRB-1121泵站电动机功率（kW)1122供电电压（V）114023喷雾方式内、外喷雾24冷却方式截割、牵引、泵站电机、摇臂水套、变频箱等用水冷25喷雾泵站喷雾泵型号PB-220/6.3726喷雾泵站最高工作压力（Mpa)6.327喷雾泵站额定工作流量（1/min）20028喷雾泵站供水管型号PC-25/150(200)29配套主电缆型号MCP3×95+1×25×4×1030整机重量（t)25表四刮板输送机技术参数型号SGZ-630/220输送量450ｔ/ｈ输送机长度150m电动机功率110KW冷却方式水冷联接方式哑铃销联接水平弯曲±1°垂直弯曲±2°表五带式输送机技术参数型号SJ-80/2×40输送量400ｔ/ｈ输送带宽度800ｍｍ输送带速2ｍ/ｓ附工作面设备布置示意图第三章顶板管理一、支护设计81、顶板管理及支护方式的选择（1）全部垮落法处理顶板。（2）工作面支护：工作面采用HDSB―3200型兀梁，允许承载300KN。配合采用DZ―2500型单体液压支柱，支柱直径100mm，初撑力（额定）90KN，工作阻力25T／根。移梁与放顶步距0.6m。机头机尾采用HDSB―3600型兀梁二、工作面上下端头及两巷超前支护设计根据1503工作面矿压观测和回采过程中的地质资料分析及本工作面掘进过程中的地质资料分析，两巷超前支护选用HDSB―2200型兀梁配合DZ―2500单体支柱支护顶板；超前支护每根兀梁配合三根DZ―2500型单体柱，每排30颗单体柱，共22米。详细见附图三、移梁放顶移主梁：将主梁降下向煤壁前伸0.6m（开帮宽度），将竹片平笆网平铺，加背塘材后将主梁升起，梁头顶紧煤壁，且垂直煤壁，塘材分布均匀，成线布置，根根搭接。移副梁：先将老孔侧支柱放下，移至输送机侧放好待用，然后用带绳手把将副梁下其他两根支柱降下进行放顶，三人协作，将副梁移至煤壁侧顶紧煤壁与主梁对齐，摆正梁位，升紧支柱。上下巷道顶梁回放顶：拉机头前先移“四、八“长梁。机尾侧梁回柱放顶与工作面生产班同步。（齐头并进）四、初采初放、周期来压，工作面收尾时的顶板管理（1）加强工程质量验收，做好顶板的动态观察，掌握探索来压步距及推进度对来压步距影响，并作好记录。（2）坚持割煤前对工作面所有支柱进行单枪注液。（3）来压如造成煤壁垮落严重，必须及时移梁维护，必要时可加梁维护并背好顶。（4）如来压造成漏顶或切顶现象，必须用半圆木绞实刹紧，方可开帮。五、过断层时的顶板安全管理93008008503001000100010002250a1351.过断层期间，加强联网、背顶，如发生漏顶，必须铰实接顶。2.过断层期间，严格工程质量标准，严禁加大梁间距。3.过断层期间，断层前后10m范围内严禁放顶煤。4.过断层期间，队长每班要指派一命队干现场跟班指挥，确保安全。5.过0.3m以下断层时：一般采用留底煤方法，将溜子垫平通过。（由正断层上盘过渡到下盘法），或采用破底板缓慢通过（由正断层下盘向上盘过渡法）。如遇见0.3米以上的断层时采用爆破作业。煤由工作面输送机运走，岩石运入老空区，确保煤质。（1）．爆破说明1.采用MZ――1.2KW型手提式煤电转，人工操作打眼。2.采用乳化硝铵炸药，矿用毫秒电雷管，MFB―100型矿用发爆器实施毫秒爆破。（2）．炮眼布置与装药量炮眼呈三排“五花”眼布置，顶眼距顶0.35，底眼距底板0.35m,水平角度65°～80°，垂直角度±10°，眼距1.0m。，上排眼装药量为每眼0.2kg（1卷），腰眼装药量每眼0.4kg（2卷）底眼装药量为0.6kg（3卷）。连线方式采用串联，严禁采用并联连线爆破。1.炮眼布置图：102.爆破参数名称数目角度眼距m眼深m每眼kg循环消耗联线方式水平垂直炸药Kg雷管发顶眼9965°~80°+10°1.01.20.229.8149串联(不超过３m)腰眼991.01.20.459.6149底眼99-10°1.01.20.689.4149合计297178.8447（3）．炮眼封泥及封泥长度1.采用黄土炮泥。2.封泥不得小于０.５m，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃材料作封泥。（4）．装药方式及联线方式1.装药方式采用正向装药：起爆药包位于柱状装药的外端，靠近炮眼口，雷管底部朝向眼底的装填方式。2.联线方式采用串联。（5）．起爆顺序1.起爆顺序：先腰眼,次底眼、后顶眼。112.联线长度（一次）最多不超过3m（一次装药起爆）。3.工作面放炮时及时调整采煤机位置，放炮处距离采煤机不低于70m。（6）．移梁方式移主梁：将主梁降下向煤壁前伸0.6m（开帮宽度），将竹片平笆网铺平展，加背塘材后将主梁升起，梁头顶紧煤壁，且垂直煤壁，塘材分布均匀，成线布置，根根搭接。移副梁：先将老孔侧支柱放下，移