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地面的相对位置

地表位于山坡地段,无建筑物及农田。

回采对地面对设施的影响

对应地表为荒山地段,无农田、村庄建筑,故回面对地面无影响。

井下位置及四邻采掘情况

212402回采工作面东起212402运煤下山,西至井田西边界。

南部临21126工作面。

布置在172302解放层工作面采空区之上。

走向长度

上巷326m下巷405m;

平均365m

倾斜长度

106m

第二节煤层

表2:

煤层情况表

煤层厚度/m

平均4.2m

煤层结构

单一

煤层倾角/°

平均29°

开采煤层

二1

煤种

贫煤

稳定程度

比较稳定

煤层情况描述

212402段综采工作面所采煤层为二1煤,根据上、下巷掘进揭露煤厚和抽放巷钻探煤厚资料计算,该面煤厚2.2-6.1米,平均厚度为4.2m。

该工作面煤层走向为东西,倾向为北,倾角为29°

,沿走向底板起伏变化较大。

该工作面煤层赋存比较稳定,结构简单,层理、节理发育不明显,硬度(f)在1.0左右,对回采没有影响。

该工作面煤种为贫煤,发热量在5000卡/kg以上。

第三节煤层顶底板

表3:

煤层顶底板情况表

顶、板板名称

岩石名称

厚度

特征

基本顶

砂质泥岩~细粒砂岩

4~6.5m

深灰色块状~灰色细粒结构主要成分为石英

直接顶

粉砂岩

5m

灰色块状、具滑面

伪顶

砂质泥岩

1.5m

浅灰色块状

直接底

细中粒石英砂岩

灰白色厚层状,细中粒石英岩,顶部具水层理含黄铁结合

老底

粉砂岩,泥岩薄层

4.5~5m

灰色粉砂岩及泥岩互层,隔水

附图1:

工作面综合柱状图

第四节地质构造

地质构造、断层、褶曲:

该面整体为一单斜构造,煤层走向约78°

,倾向168°

根据掘进巷道实际揭露情况分析该面无大型断裂构造。

下巷中部有一褶皱构造,底板沿走向起伏变化大,预计该区段岩层倾角局部较大。

附图2:

工作面上、下巷及切眼素描图

第五节水文地质

一、工作面涌水量

在掘进过程中上、下巷无出水现象,该面现无水,回采过程中预计最大涌水量2~3m3/h,对工作面回采影响不大。

二、含水层

据地质报告,二1煤层顶板含水层为砂岩孔隙裂隙承压水,水文地质条件简单,底板太原组上段灰岩含水层属岩溶裂隙承压水,水文地质条件为简单。

主要含水层从下而上主要含水层有五层:

⑴寒武系灰岩含水层,由张夏组鲕状灰岩和崮山组白云质灰岩组成,厚度366.42m。

⑵太原组下段灰岩含水层,由L1~L4灰岩组成,厚度4.21~17.37m,平均8.92m。

含岩溶裂隙承压水,井田之外有泉水出露,流量2.172~5.002L/s。

本区揭露钻孔未见涌漏水现象。

⑶太原组上段灰岩含水层,由L6~L8灰岩组成,厚度6.34~18.96m,平均9.84m。

含岩溶裂隙承压水,裂隙、岩溶发育极不均一,本区揭露钻孔未见涌漏水现象。

⑷二1煤顶部砂岩含水层,由二1煤顶部香炭砂岩段和大占砂岩段中、粗粒砂岩组成,一般厚度16m,富水性差。

⑸第四系含水层:

以残坡积碎石和冲积洪积砂砾石层为主,厚度0.00~17.07m,富水性差。

第六节影响回采的其他因素

表4:

瓦斯

二1煤开采过解放层后,预计采面绝对瓦斯涌出量为2.4(m3.min-1),

二氧化碳

/

煤尘爆炸指数

爆炸指数20%

煤的自然倾斜性

等级Ⅲ

地温危害

23°

第七节储量及服务年限

一、储量

1、工业储量

工作面(一期)平均可采走向为365m,斜长106m,平均煤层厚度4.2m,,密度1.39t/m³

,则工业储量为:

Q=可采走向×

倾斜长度×

煤层厚度×

煤层密度

=(365×

103×

4.2×

1.39)=225872t

2、可采储量

煤层密度×

回采率

106×

1.39×

95%)=214578t

二、工作面服务年限

工作面服务年限=可采推进长度/月推进度=365/54=6.7(个月)

第二章采煤方法

第一节巷道布置

212402综采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法,工作面按走向长壁布置,该工作面位于矿西翼采区,上、下巷均沿煤层底板走向布置,切眼沿煤层底板倾向布置。

1、上巷:

2.4m(梁口)×

2.8m(棚腿)单棚工字钢,下宽4.3m,净高2.4m,棚距0.55m,断面面积8.0㎡,沿煤层走向布置,沿煤层底板掘进,垮空掘进与采空区之间不留煤柱。

上巷为回风巷,主要担负物料、设备、配件运输和工作面回风任务。

2、下巷:

36u型钢支护,下宽4.1m,净高3.0m,棚距0.6m,断面面积11.6㎡。

沿煤层走向布置,沿煤层底板掘进,巷道处于被解放区域范围内,主要担负运煤、进风等任务。

3、开切眼:

切眼初始断面为4.5㎡,π型梁配2.6m单体支柱,一梁两柱,工作面安装液压支架前将断面扩大至13㎡,以满足安装需要。

附图3:

巷道平面布置图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

212402综采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤方法回采,工作面使用ZF3600/16/24型液压支架支护;

使用MG170/410-WD型双滚筒采煤机割、装煤;

工作面前、后部各安装一台SGZ630/264型刮板运输机分别运输采煤机落煤与放顶落煤;

顶煤通过支架尾梁插板伸缩摆动自落装煤。

采用斜切进刀,双向割煤,往返两刀。

设计采煤机截割高度2.0m,截深0.6m,放煤步距0.6m,采放比1:

1.1,全部垮落法管理顶板。

二、回采工艺

1、进刀方式

采煤机采用斜切进刀双向割煤,进刀深度0.6m。

具体进刀工艺如下:

(1)采煤机割透端头后返机斜切进刀;

(2)采煤机进刀完毕后,推直溜,返机割三角煤。

(3)割完三角煤后,采煤机正常割煤;

(4)跟机推溜、拉架采煤机进入正常工作状态;

附图4:

采煤机进刀方式示意图

2、落煤方式

(1)采用MG170/410-WD型双滚筒电牵引采煤机,上滚筒割底煤,下滚筒割顶煤,滚筒自旋其截齿将煤体破碎,割煤截深0.6m。

(2)放顶煤使用支架尾梁插板伸缩摆动使顶煤自落,插板破碎大块煤碳,防止堵塞放煤口。

3、装、运煤

(1)采煤机滚筒螺旋叶片和前部输送机前移铲煤板装运底煤,后部输送机装运放落的顶煤,前后两部输送机平行运煤,集中到下巷转载机、皮带机运出工作面。

(2)人工将上、下端头浮煤攉至前部输送机上运出。

4、临时护顶

采煤机割煤期间,采用支架伸缩梁进行追机及时护顶。

5、推前部输送机

根据进刀方式推移前部输送机,在煤机过后依次进行,一般滞后煤机5-8架(7.5-12m),推移弯曲段不得小于5-8架(7.5-12m),推移步距0.6m。

6、移架

采用由下而上拉架支护方式,先降后移、少降快拉、带压移架的方式支护顶板。

移架滞后采煤机后滚筒5~8架追机作业。

顶板破碎时可超前移架,及时护顶,移架步距0.6m。

7、放煤

(1)放煤方式:

放煤采用本架操作,由顶板压力、支架反复支撑、尾梁上下摆动、插板来回伸缩等综合方式放煤,放煤步距0.6m。

(2)放煤组织:

放煤采用从上往下两轮循环放煤,第一轮初放,要求速度快,第二轮细放,把煤放净,见群矸停放,及时将后尾梁升起推出插板。

8、拉后部输送机

拉后部输送机由下向上顺序进行,且滞后放煤口15~20m进行,机头机尾拉移时应开空输送机,在停机状态下拉移,拉到位后方可开机。

9、工艺流程

采煤机斜切进刀→返机割上部三角煤→正常割煤→跟机推溜移架→放煤→拉移后部运输机→完成一个割煤循环。

工作面完成一个割煤、推溜、移架、放顶煤、拉后溜为一个循环。

三、工作面正规循环生产能力

W=LShγc=106×

0.6×

0.95=352t

式中:

W—正规循环生产能力,t;

L—工作面平均长度,106m;

S—工作面循环进尺,0.6m;

H—工作面煤厚,4.2m;

γ—煤的视密度,取1.39t/m3;

c—工作面的采出率,95%。

第三节设备配备

一、工作面设备配备表

 

表5:

工作面设备配置表

使用地点

名称

规格

单位

数量

备注

工作面

采煤机

MG170/410-WD

1

破煤

液压支架

ZF3600/16/24

72

支护

刮板运输机

SGZ—630/264

2

运输

下巷

胶带机

DSJ80

转载机

SZZ630-132

风泵

BPF70/30

备用

回柱绞车

JSDB-13

拉皮带机尾

上巷

附图5:

工作面设备布置图

二、主要设备参数表

表6:

MG170/410-WD采煤机技术参数表

项目

技术特征

型号

滚筒直径

1600

mm

截深

600

摇臂形式

整体弯·

摇臂

摇臂摆角

+44;

-20

滚筒转速

46

r/min

采高范围

1600~2400

适应倾角

≤45°

煤质硬度

f≤4

总装机功率

411

KW

截割电动机额定功率

170

摇臂回转中心距

5798

过煤高度

428

最小卧底量

200

牵引形式

交流变频调速无链牵引

牵引速度

0~7

m/min

额定牵引力

405

KN

整机重量

26

t

表7:

SGZ630/264型刮板输送机特技术参数

SGZ630/264

运输能力

450

t/h

标准台长度

150

m

装机功率

132

电动机

YBKYSS-65/132-8/4

额定功率

额定电压

660/1140

V

冷却方式

水冷

中部槽规格(长*内宽*高)

1500×

630×

263

刮板间距

920

刮板链型式

中双链

链中心距

120

表8液压支架技术参数表

伸缩行程

700

额定工作阻力

3600

初撑力

3205

支护强度

0.78(平均)

MPa

底板比压

1.58(平均)

支架中心距

1500

高度

支架宽度

推移行程

650

支架重量

12.5(约)

T

泵站压力

30

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、工作面支护设备型号及主要技术参数

(一)设备型号

1、液压支架:

ZF3600/16/24型四柱单铰点轻型低位放顶煤支架;

2、单体柱:

DW-28型和DW-25型;

3、π型梁:

3.6、4.8m。

(二)设备的主要技术参数

1、液压支架的工作技术参数

表9:

液压支架工作技术详细参数表

参数

支架型号

工作液介质

3%~5%乳化液

支架面积

7.95㎡

0.78MPa

1.42—1.59m

额定供液压力

31.5MPa

重量

13t

工作阻力

3600KN

操作控制

快速本架操作

1.58MPa

3205KN

支撑高度

1.6—2.4m

外形尺寸

5.3×

1.42×

1.6m

通风面积

10.5㎡

移架步距

0.6m

2、DW-28型单体柱

表10:

DW-28单体柱技术参数表

行程

油缸直径

额定承载力

最大高度

最小高度

800mm

100mm

25T

2800mm

2000mm

90KN

3、DW-25型单体柱

表11:

DW-25单体柱技术参数表

2500mm

1700mm

二、支护强度验算

(一)工作面顶板强度计算及压力验算

Pt=khrg

=8×

2.2×

2.4×

9.81=414KN/m²

×

7.95m²

=3294KN

式中:

Pt:

工作面合理的支护强度

k:

支架上方顶板系数,取8;

h:

工作面采高,取2.2m;

r:

顶板岩石容重,取2.4T/m3;

g—常数,取9.81;

故选用ZF3600/16/24型液压支架,其支架设计支护强度为3600KN大于顶板3294KN,适应于工作面支护。

(二)上、下端头顶板强度计算及验算

1、每平方米所需的单体柱根数

N=Pt/P阻

式中Pt—取最大值52T/m2;

P阻—单体柱额定工作阻力25T。

N=2.08根/m2

2、一对π型梁支护的最大面积(棚距按0.6m计算)3.6×

0.6=2.16m2

3、每对π型梁应配的单体柱

a=2.08×

2.16=4.5(根)

通过以上计算,上、下端头每对π型梁棚距按0.6m计算,应配单体柱5根,即可满足要求。

但根据作业规程和《煤矿安全规程》及采煤质量标准要求,每根π型梁下应使用三根柱(二梁六柱),能够满足安全支护要求。

三、泵站设置位置及选型

将212402综采工作面泵站设置下巷进风石门内的机电设备硐室内。

乳化泵选用BRW-200/31.5型,装备两泵一箱,进液管选用Φ32mm的高压胶管,回液选用Φ51mm的高压胶管;

喷雾泵选用BPW250/6.3型,装备两泵一箱,供液管为Φ25mm高压管。

BRW-200/31.5型乳化液泵

表12:

乳化液泵技术参数表

公称

流量

压力

柱塞

直径

数目

曲轴

转速

电机

功率

电压

电机型号

液压箱容积

工作

介质

200L/min

31.5MPa

40mm

3

62mm

548r/min

125KW

1140V

YB315M-4A

1600L

含3~5%乳化液中性水溶液

四、泵站使用规定

1、必须设专人开泵,开泵前,检查各部件有无损坏,螺丝是否紧固,润滑油是否正常,检修泵时必须把开关停电闭锁,挂牌。

2、检查乳化液箱的液量大于箱体容量的1/2,乳化液浓度保持在3%~5%之间,并经常检查配比浓度。

配比仪使用方法:

将镜片擦拭干净,用配套的吸管吸取少量的样品滴在镜片上,合上镜片进行观测,观测时用矿灯从镜片侧方或上方照射镜片至看到刻度为止。

3、乳化泵压力不得低于30MPa,喷雾泵压力不得低于8MPa。

4、专人维护,杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象,保证设备性能良好。

5、加强泵站的清洁卫生,泵箱过滤器应定期清洗,乳化液泵箱每半月清理一次,各种胶管液压元件应保持清洁,严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油,严禁泵箱长流水和向泵箱内只加清水。

第二节工作面顶板管理

一、工作面常规支护

(一)工作面支护

工作面共安装支架72架,其中,中间架66架,过渡架6架,支架中心距1.5m,工作面最大控顶距6000mm,最小控顶距5400mm,移架步距600mm。

附图6:

工作面最大控顶距、最小控顶距示意图

二、正常工作时期的顶板管理

1、采用追机推溜、移架的方式对顶板进行及时支护。

在采煤机割煤后,先推运输机,再移支架,即割煤—移运输机—移架;

采用带压移架的方式移架。

正常移架要滞后采煤机后滚筒5~8架。

顶板破碎时要超前伸出前探梁进行临时支护(煤机停机断电闭锁后方可拉保持的安全距离支架,煤机过后不能实现追机作业,必须将前伸缩梁及时伸出,并进行打上护帮板,但顶板破碎时必须拉超前架)。

支护质量标准要求:

1、支架与煤壁要垂直,与顶板接触严密,且垂直于顶底板,不得有空顶现象,机道梁端到煤壁顶板的冒落高度不大于300mm。

2、支架前立柱初撑力≥24Mpa,后立柱≥20Mpa,支架顶梁与顶板平行接触,仰俯角小于7°

3、移架必须挂线,移架后支架要成一条直线,其偏差不超过±

50mm。

4、支架中心距保持在1500±

100mm之间,相邻支架空隙不得超过200mm。

5、支架完好,不漏液,不窜液,不自动卸载。

6、割煤后及时推溜、移架,前梁接顶严密,工作面架间浮煤不能超过50mm。

7、支架顶梁侧护板和伸缩梁坚持正常使用。

8、相邻支架间不能出现咬架和挤架现象,高低错差不能超过侧护板的2/3。

三、工作面发生片帮时的顶板管理

1、严格控制采高,工作面采高控制在2m±

0.2m。

2、拉架后及时伸出伸缩梁和护帮板,支护新暴露的帮顶。

3、加快工作面推进速度,采煤机割煤后应及时拉架,减少工作面空顶时间,保持煤壁完整。

4、煤壁片帮时的处理方法

(1)片帮深度小于600mm时,伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶。

如果伸缩梁不接顶,可在上面背坑木,使其接顶严密。

(2)片帮深度在600mm~1200mm时,及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶,如果伸缩梁不接顶,可在上面背坑木,使其接顶严密。

(3)片帮深度在1200mm以上时,及时拉超前架并伸出伸缩梁和护帮板支护帮顶。

如果拉过超前架后伸缩梁前剩余深度在340mm及以上时,打走向棚超前支护顶板,棚梁采用Φ160mm以上的半圆木或圆木,在伸缩梁上架棚,每架2棚,圆木一头担在支架伸缩梁上,另一头紧贴煤墙,圆木担在支架上的长度不小于500mm。

(4)架设走向棚时,顶板完整时可以降架操作,顶板破碎时严禁降架,要先架设临时支护,然后在靠近煤壁侧掏梁窝架走向棚。

施工期间要有班长以上人员现场指挥。

(5)所有人员必须始终在支护良好的顶板下作业,严禁空顶作业,处理片帮前一定要保证退路畅通。

(6)处理片帮是严禁操作片帮区域前后10m范围内的其它液压支架。

(7)处理片帮时应至少四人一组,且都是经验丰富的熟练工,一人观察,三人操作。

若发现危险征兆,要暂停工作,远离现场。

由有经验的熟练工敲帮问顶,用长钎处理完危险的活矸后再继续施工,严防冒顶片帮伤人。

(8)如果拉不成超前架可以只打走向棚临时支护顶板。

(9)人员进入煤墙侧作业时,刮板输送机和采煤机必须停电闭锁,必须关闭相邻3架支架的截止阀,并设专人看管,坚持敲帮问顶制度,严禁空顶作业。

四、工作面发生冒顶时的顶板管理

1、检修班加强检修,保证急停开关和通讯装置能够正常使用。

2、处理冒顶时,采煤机和刮板输送机必须停电闭锁。

3、工作面处理冒顶时,冒顶区域内停止其它一切与处理冒顶无关的工作,并撤出无关人员。

4、处理冒顶时坚持执行“敲帮问顶”制度,及时挑掉顶板活矸,严禁空顶作业。

5、对冒顶区两侧顶板进行加固,从上方一侧开始架木垛,顶板必须背实背牢。

6、处理冒顶时应至少5人一组,且都是经验丰富的熟练工,一人观察,四人操作,且必须有班长以上人员现场指挥。

7、所有人员必须始终在支护良好的顶板下工作,严禁空顶作业,处理冒顶前一定要保证退路畅通。

8、处理冒顶时,严禁操作冒顶区域范围内的其它支架,冒顶区域内的支架要关闭截止阀,防止支架误动作。

第三节工作面上、下安全出口与端头顶板控制

一、工作面上、下巷的顶板控制

(一)上、下巷的超前支护

上、下巷超前支护采用HDJA1200型铰接顶梁或2.6π型梁配合DW-28型单体柱型单体液压支柱作超前支护。

设走向托棚,一梁一柱(π型梁一梁两柱),加强动压区超前支护,长度距煤壁线外,支护距离双排不少于20m,初撑力不小于90KN,高度不低于1.8米,人行道宽度不得小于0.8m。

超前支架巷道内支架要完整无损,铰接顶梁之间要用圆销联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木茬背实顶梁,不见底时,单体柱穿木柱鞋(或铁鞋)。

超前支护内、外的巷道出现煤壁片帮、变形时应及时打点柱支护,顶板破碎时加强支护,超前支护内严禁堆放杂物。

(二)上、下巷的加强支护

对上、下巷道断面变形较严重,原支护有损坏的地段必须及时维修,确保通风、行人断面符合要求。

二、工作面安全出口与端头管理

(一)上安全出口与上端头支护

1、工作面上安全出口采用ZFG3800/16/24型3架过渡支架支护。

2、上端头(工作面与上巷结合交叉部)采用(4.8m和3.6m)π型梁配合单体柱对棚支护。

3、上巷与采面交汇处,从工作面煤壁至放顶线之间,距最后一架(72#)过渡支架上侧0.4m处,使用4.8m(前)、3.6m(后)架设走向托棚,棚距0.8-1.0m均匀架设(按照上帮—中间—下帮)在上端头的巷道内,抬紧顶部替棚后的铰接梁。

4、若π型梁与过渡架棚距变大(>0.6m)必须使用π型梁及时加梁,架设走向棚进行支护。

5、π型梁支护要求:

两梁六柱,迈步前移。

(二)下安全出口与下端头支护

1、下小超前口规格,长1.5-2.5m×

宽1.5m×

高2m,使用2.0米铰接梁,两梁铰接,梁配合2.5米单体柱顺山棚支护,中拍椽子护顶,棚距0.6m,一梁2柱。

2、工作面下安全出口采用ZFG3800/16/24型3架过渡支架支护。

3、下端头(工作面与下巷结合交叉部)采用液压端头支架支护下端头。

4、端头支架布置在采面与下巷交汇处,从工作面煤壁至放顶线之间,该端头架与综采面1#过渡架相邻,端头支架架设在转载机槽的上、下两帮,前、后部运输机始终保持在上帮端头架的顶梁下部。

5、端头支架紧挨1#过渡架,之间若棚距变大

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