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文档简介

目录

第一章工作面概况及开采技术条件................................1

1.1工作面位置及井上下关系.............................................1

1.2煤层..............................................................1

1.3煤层顶底板........................................................2

1.4地质构造..........................................................2

1.5水文地质..........................................................2

1.6影响回采的其他因素................................................3

第二章巷道布置................................................4

2.1巷道布置...........................................................4

第三章采煤方法................................................7

3.1储量及服务年限....................................................7

3.2采煤方法..........................................................8

3.3采煤工艺..........................................................8

3.4设备配置..........................................................13

第四章顶板管理...............................................18

4.1支护设计..........................................................18

4.2工作面顶板管理....................................................19

4.3工作面上、下端头及安全出口的顶板管理.............................21

4.4矿压观测.........................................................25

第五章生产系统...............................................26

5.1运输系统.........................................................26

5.2通风系统.........................................................27

5.3供排水系统.......................................................29

5.4压风系统.........................................................30

5.5供电系统.........................................................30

5.6防尘系统.........................................................30

5.7防灭火系统.......................................................32

5.8通讯照明监控系统.................................................32

第六章劳动组织和主要技术经济指标.............................33

6.1劳动组织..........................................................33

6.2主要技术经济指标.................................................34

第七章煤质管理...............................................35

7.1煤质管理措施.......................................................35

第八章、灾害预防及避灾线路....................................37

8.1顶板事故发生后的应急措施.........................................37

8.2外因火灾事故发生后的应急措施.....................................37

8.3内因火灾事故发生后的应急措施......................................37

8.4发生突水事故后的应急措施.........................................38

8.5避灾原则及路线...................................................38

第九章安全技术措施...........................................40

9.1一般规定.........................................................40

9.2各工种操作安全技术措施...........................................41

9.3工作面行人安全技术措施...........................................52

9.4防倒架、压死支架安全技术措施.....................................52

9.5工作面处理大块煤(肝)及机头(尾)拉底安全技术措施...............53

9.6机电运输安全技术措施.............................................55

9.7火工品使用管理安全技术措施.......................................57

9.8防止液管伤人的安全技术措施.......................................57

9.9工作面落煤及煤壁片帮安全技术措施.................................58

9.10工作面“一通三防”安全技术措施....................................59

9.11煤机检修、更换截齿时的安全技术措施..............................61

9.12拆单轨吊安全技术措施............................................61

9.13初次来压安全技术措施............................................62

9.14无轨胶轮车运输安全技术措施......................................63

9.15无极绳绞车运输安全技术措施......................................64

9.16工作面回风顺槽CO、瓦斯超限安全技术措施.........................65

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〉.MZFAGROUP东沟煤矿141稣工作面回采作业糠呈

第一章工作面概况及开采技术条件

1.1工作面位置及井上下关系

崔木煤矿21301采煤工作面位置及井上下关系,见表1-1。

表1-1工作面位置及井上下关系

煤层工作面名称

地面标高井下标高

地面

相对位置

回采对地面

设施的影响

井下位置及

与四邻关系

走向长度倾斜长度面积

1.2煤层

采煤工作面开采煤层情况见表1-20

表1-2煤层情况表

煤层厚度煤层结构煤层倾角

开采煤层煤种稳定程度稳定

煤层情况描述

煤质分析指标

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东够T141绕虹作面0采蚀规程

L3煤层顶底板

3煤层位于延安组下含煤段中部,标准差为7.84,变异系数为58.99%,属较稳定煤

层。

3煤层顶板多为深灰色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩、细中粒砂岩,最大厚度12.76m。

局部有0.20-1.00m的炭质泥岩伪顶。3煤层底板为灰-深灰色泥岩、灰褐色含铝质泥岩或

含铝质粉〜细砂岩,厚度0.20-18.30m;多有炭质泥岩伪底,一般2-3m,最大厚度8.88m。

开采煤层顶底板情况见表l-3o

表1-3开采煤层顶底板情况表

顶底板岩石名称厚度(m)岩性特征

以细、粉砂岩为主,部分地段为中、粗砂

老顶细、粉砂岩>20m

岩或砂质泥岩

中、粗砂岩为主,部分为细、粉砂岩,或

直接顶中、粗砂岩2〜10

夹钙质粉砂岩

伪顶泥岩、炭质泥岩0-0.22泥岩或炭质泥岩

泥岩及铝质泥岩为主,部分地段为砂质泥

直接底粉砂岩0.43〜16.24

石LU

附图:21301工作面综合柱状图。

1.4地质构造

本工作面处于太峪背斜以南、遥远背斜以北的含煤凹陷区,煤层底板构造总体为东

南高西北低的单斜构造,呈EW向展布。工作面回采区域内无断距明显的断层。工作面

切眼巷道正北侧断层DF5N55。落差约078m,使得本工作面初期处于俯采状态,后期

处于仰采。泥岩顶板地段中发育有不规则裂隙(滑面)。煤层褶皱以宽缓的波状起伏为

主,回采方向上总体先是负坡,后是正坡,工作面呈东高西低。煤层底板标高为+695.38〜

+748.312m,最大相对高差52.932m。

1.5水文地质

矿井水文地质类型属以裂隙充水为主,水文地质条件简单类型,即“二类一型"。矿

井正常涌水量270m3/h,最大涌水量360m3/h。

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<段信发照面

东作丽苑呈

根据掘进期间工作面三条顺槽及切眼各自涌水情况来看,21301工作面涌水量较大,

将对工作面安装工程造成影响。21301回风顺槽涌水量约为35m3/h,有5个积水坑,共

有5级排水8台排水泵(4台电泵和4台风泵)。21301皮带顺槽和辅运顺槽涌水量分别

约为15m3/h,10m3/h,参考回风顺槽涌水量,两条顺槽均按照35m3/h考虑,加上切眼

涌水量15m3/h,故回采期间工作面正常涌水量约为120m3/h,最大涌水量为200m3/ho

L6影响回采的其他因素

影响回采的其它地质因素见下表。

表1-6影响I可采的其它地质情况表

最大瓦斯绝对涌出量ll.lm3/min,矿井21盘区及11盘区瓦斯涌出量大,为

瓦斯

瓦斯涌出较高区域,其余盘区均为低瓦斯区域。

煤尘具有爆炸性危险,挥发分Vdaf为34.95%

煤的自燃3煤层属于I类容易自燃煤层

地温地温正常

地压地压正常

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141首采工作面回采作业规程

第二章巷道布置

本工作面采用三巷布置。

2.1巷道布置

2.1.1工作面回风顺槽

1、巷道净断面:回风顺槽回采段巷道断面为矩形,净宽5.0m,净高3.75m,断面

18.75m2o巷道全长为1488m。

2、支护形式:巷道留3〜4m底煤掘进,巷道全断面挂网,采用采用锚杆、锚索、

金属网联合钢带支护。锚杆矩形布置,间排距为800x800mm,工作面巷道不靠近工作

面一侧采用①22x2200mm螺纹钢锚杆,靠近工作面一侧使用①20x2200mm玻璃钢锚杆,

挂网选用8号铅丝网。锚杆锚固采用钢带,间隔1200mm,钢带采用2根①16x2500mm

的圆钢焊接加工而成。锚索规格为①17.80x7300mm,工作面巷道按每排3根锚索,排

拒为2m布置,采用14号槽钢L=400mm,外加一托板锚固。

3、巷道用途:工作面回风、辅助运输、行车、行人等。回风顺槽布置无极绳绞车

一部,瓦斯抽放管路一趟,供水管路一趟,排水管路一趟,压风管路一趟,灌浆管路一

趟,消防管路一趟。

2.1.2工作面运输顺槽

1、巷道净断面:巷道断面为矩形,净宽5.5m,净高3.75m,断面20.62m2。巷道全

长为1427.5m。

2、支护形式:巷道留3〜4m底煤掘进,巷道全断面挂网,采用采用锚杆、锚索、

金属网联合钢带支护。锚杆矩形布置,间排距为800x800mm,工作面巷道不靠近工作

面一侧采用①22x2200mm螺纹钢锚杆,靠近工作面一侧使用①20x2200mm玻璃钢锚杆,

挂网选用8号铅丝网。锚杆锚固采用钢带,间隔1200mm,钢带采用2根①16x2500mm

的圆钢焊接加工而成。锚索规格为①17.80x7300mm,工作面巷道按每排3根锚索,排

拒为2m布置,采用14号槽钢L=400mm,外加一托板锚固。局部施工碎底板。

3、巷道用途:工作面进风、原煤运输、安设移变列车、行人等。运输顺槽布置顺

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141首采工作面回采作业规程

槽皮带、转载机、破碎机及设备列车等设备,布置供水管路一趟、排水管路一趟、压风

管路一趟、消防管路•趟,注氮管路•趟。

2.1.3工作面辅运顺槽

1、巷道净断面:巷道断面为矩形,净宽5.0m,净高3.75m,断面20.620?。巷道全

长为1376m。

2、支护形式:巷道留3〜4m底煤掘进,巷道全断面挂网,采用采用锚杆、锚索、

金属网联合钢带支护。锚杆矩形布置,间排距为800x800mm,工作面巷道不靠近工作

面一侧采用①22x2200mm螺纹钢锚杆,靠近工作面一侧使用①20x2200mm玻璃钢锚杆,

挂网选用8号铅丝网。锚杆锚固采用钢带,间隔1200mm,钢带采用2根①16x2500mm

的圆钢焊接加工而成。锚索规格为①17.80x7300mm,工作面巷道锚索“3、4”布置,

排距为2m,采用14号槽钢L=400mm,外加一托板锚固。顺槽底板铺设碎底板。

3、巷道用途:工作面辅助运输、进风、行车、行人等。布置消防管路一趟,注氮

管路一趟(1#联络巷以南布置)。

2.1.4工作面切眼

1、巷道净断面:巷道断面为矩形,正常段净宽9.0m,净高3.75m,断面33.75m2。

巷道全长为197.8m。

2、支护形式:切眼巷道全断面挂网,采用采用锚杆、锚索、金属网联合钢带支护。

锚杆矩形布置,间排距为800x800mm,不靠近工作面一侧采用①22x2200mm螺纹钢锚

杆,靠近工作面侧使用①20x2200mm玻璃钢锚杆,挂网选用8号铅丝网。锚杆锚固

采用钢带,间隔1200mm,钢带采用2根①16x2500mm的圆钢焊接加工而成。锚索规格

为①17.80x7300mm,切眼巷道按每排6根锚索,排拒为2m布置,采用14号槽钢锚索

梁L=2500mm,外加一托板锚固。

3、巷道用途:安装工作面设备、通风、行车、行人等。切眼布置液压支架、采煤

机、前后部刮板运输机等采煤设备。

4、停采线:位于21301回风顺槽503m处。

2.1.5机巷联络巷

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1、巷道净断面:巷道断面为矩形,净宽5.0m,净高3.75m,净断面18.75H?。每条

联络行巷道长度为33.5m。

2、支护形式:巷道留3m底煤掘进,巷道全断面挂网,采用采用锚杆、锚索、金属

网联合钢带支护。锚杆矩形布置,间排距为800x800mm,工作面巷道不靠近工作面一

侧采用①22x2200mm螺纹钢锚杆,靠近工作面一侧使用①20x2200mm玻璃钢锚杆,挂

网选用8号铅丝网。锚杆锚固采用钢带,间隔1200mm,钢带采用2根①16x2500mm的

圆钢焊接加工而成。锚索规格为①17.80x7300mm,工作面巷道按每排3根锚索,排拒

为2m布置,采用14号槽钢L=400mm,外加一一托板锚固。

3、巷道用途:工作面进风、辅助运输、行人等。切眼向外第二条联络巷道作为工

作面辅运顺槽及运输顺槽的水仓使用。

附图:21301工作面巷道布置图。

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第三章采煤方法

本工作面采用走向长壁后退式全部垮落综合机械化放顶煤的采煤方法开采。

3.1储量及服务年限

3.1.1储量

可采走向长平均963m倾斜长196.4m

可采煤厚12m容重1.38t/m3

工业储量则为:

Q1:=196,4X963X12X1.38=3132045t

综放工作面老顶初次来压之前不放煤(根据北京开采所顶煤冒放性项目确定:老顶

初次来压步距暂定为60m),停采线前15m不放煤,工作面两端头过渡支架不放煤(共

7组7X1.75=12.25m),采高为3.8m,放煤高度8.2m,割煤回收率为97%,放煤回收率

为75%o

割煤量=196.4X963X3.8X1.38X97%=962060t

放煤量=(196.4-12.15)X(963-60-15)X8.2X1.38X75%=1387838t

设计采出煤量=962060+1387838=2349898t

工作面设计回收率=(2349898/3132045)X100%=75%

3.1.2工作面服务年限

每天完成5个作业循环(5刀5放),日进尺4m,月工作日为28天,正规循环率按

86%计算。

循环产量=196.4X0.8X12X1.38X75%=1951.4t

日产量=1951.4X5=9757.It

月产:量=9757.1X28X86%=234952.2t

月推进度=4X28X86%=96.32m

工作面服务年限=963/96.32=9.998月。

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3.2采煤方法

本工作面为综合机械化放顶煤法采煤。本工作面采用天地科技上海煤机厂生产的

MG600/1540-WD采煤机,采用以采煤机端部斜切进刀单向割煤跑空刀或采煤机端部斜

切进刀双向割煤的割煤方式,采用以采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤为主的放煤

方式。割煤与移架、推刮板输送机顺序进行,推溜滞后采煤机距离为17.5m(10组支架)。

利用后滚筒和刮板输送机铲煤板将煤自行装入前部运输机。工作面采用两部奔牛公司生

产的SGZ1000/2X700KW型双中链可弯曲刮板输送机作为前、后部运输机完成运输煤炭

工作。

3.3采煤工艺

本工作面采用走向长壁综放全部垮落后退式采煤工艺,采用以采煤机端部斜切进刀

单向割煤跑空刀或采煤机端部斜切进刀双向割煤的割煤方式,采用以采放平行作业、一

采一放双轮顺序放煤为主的放煤方式。

3.3.1工艺流程

以放煤工序为中心,设计采用一采一放、采放工序平行进行的作业方式,割放煤步

距0.8m,回采工艺过程为:采煤机机头(机尾)斜切进刀-正常割煤一移架一推移前部

运输机T调整后部运输机T放顶煤T拉后部运输机一采煤机机尾(机头)割煤T移架T

推移前部运输机一调整后部运输机一放顶煤T拉后部运输机

3.3.2采放比

设计采高3.8m,放煤高度为8.2m,采放比为3.8/8.2=1:2.15。

3.3.3工作面生产工序

1、割煤

(1)落煤方式:采用双滚筒电牵引机组割底煤和矿压破碎顶煤与支架尾梁插板伸

缩、摆动放顶煤的综合落煤方式。割煤截深0.8m。

(2)割煤方式:端部斜切进刀单向割煤或端部斜切进刀双向割煤两种方式,采煤

机端部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优缺点比

较见表3-1o

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表3-1两种割煤方式比较表

缺点

进齐、

优点缺点

方式\

1、采放互不干扰,有利于实现采放

平行,能有效均匀运输煤量;1、跑空刀增加了循环作业时间;

2、跑空刀清浮煤,有利于实现工作2、支架无法及时拉超前,不利于顶板维护;

端部斜切进

面“三平两直3、跑空刀清浮煤有可能加重煤壁片帮程度。

刀单向割煤

3、操作简单,便于及时维修,有利4、如果发生端面冒顶,本工艺无法正常执

于提高生产效率;行。

4、与两头作业互不干扰、互不等待。

1、循环作业时间相对较短;1、与两头作业相互影响;

端部斜切进

2、能及时、有效维护顶板;2、操作较复杂;

刀双向割煤

3、会存在采放等待现象。

两种割煤方式,在生产实践中进行实验后,确定最佳的工艺。

采煤机进刀方式为工作面端头斜切进刀。采煤机在工作面刮板运输机机头和机尾的

进刀方式相同。如图所示,采煤机在工作面刮板运输机机尾的进刀过程为:

a、采煤机与回风顺槽割通后,左滚筒降下至底板,右滚筒升起,反向牵引,沿刮

板运输机弯曲段进刀。

b、采煤机沿着刮板运输机弯曲段逐渐切入煤壁,机身全部进入直线段后停机。向

回风顺槽方向推移刮板运输机。采煤机左滚筒升起,右滚筒降下至底板,向回风顺槽方

向牵引割三角煤。追机移架,支护顶板。

c、采煤机牵引至与回风顺槽割通后,左滚筒降下至底板,右滚筒升起,向刮板运

输机机头方向割煤。

d、采煤机向刮板运输机机头方向割煤。

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端头斜切进刀示意图

煤壁.

RR机头(尾)

IL

煤壁

机头(尾)

(b)

煤壁

■■机头(尾)

IIIIIIIIIIIIIIIQ

(c)

煤壁■机头(尾)

(d)

说明:(a)端头斜切进刀(b)拉过机头(尾)

(c)调刀、割三角煤(d)拉过二次机头(尾)、正常割煤

2、移架

移架方式:在顶板稳定的情况下,采用本架操作、顺序移架,移架步距为0.8m。后

采煤机后滚筒3架移架。初次放顶、顶板破碎或周期来压期间,采用擦顶移架的立即支

护方式,滞后采煤机前滚筒3架移架。

移架质量要求:

a、移架时必须进行检查,在确认顶煤全部放尽见肝后方可移架。

b、移架必须严格执行移架安全操作规程进行移架。移架遵循及时支护的原则。

c、移架后支架必须保持一条直线,顶梁要平,必须严密接实顶板并达到初撑力,

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操作完毕后,将操作手柄打回零位。必须确保工作面顶板安全。

d、工作面顶板破碎时,可采用带压拉架方式;工作面顶板严重破碎时,必须割一

架,停机管理好顶板后,然后开机割另一架。如此循环。过了破碎段后,按照正常移架

方式进行移架。

3、推前部运输机

推前部运输机是在移架以后,滞后采煤机10〜15m跟机进行的,割煤与推前部运输

机平行作业。移溜分三步进行,每次操作3〜5根千斤推拉0.2m,严禁一次顶到位,把

运输机顶成急弯。移溜完毕,必须将前部运输机与支架前立柱间的浮煤、浮研清理干净。

移溜技术要求:

a、推移前部运输机必须在采煤机后滚筒割煤后进行操作,滞后采煤机10〜15m跟机

进行。

b、移溜与拉架平行作业,移溜可滞后拉架3架,且前部运输机的弯曲段长度不小

于17.5m(10架)。

c、移溜分三步进行,每次同时操作3〜5根千斤推拉0.2m,防止发生“飘底、啃底”

现象,严禁•次顶到位,把运输机顶成急弯。移溜完毕,必须将前部运输机与支架前立

柱间的浮煤、浮肝清理干净。

d、推移运输机必须同一方向逐渐均匀推拉进行,严禁从两头向中间进行。

e、采煤机停机时严禁移溜,严禁用转载溜顶拉机头。

f、移前部运输机机头(尾)时,待各组支架拉出升起后,用支架的推移千斤移出

机头(尾

g、移过前部运输机机头(尾)后,利用拉后部运输机机头(尾)的连接千斤拉过

后部运输机机头(尾)。

4、放顶煤

放煤工艺为:4#〜112#架采用多轮顺序放煤工艺,机头3架机尾4架不放煤。放煤

遵循的原则为:多轮、顺序、均匀放煤、大块破碎、见肝关门。

工作面采用多轮放煤:为了保证回收率,采用2轮或3轮放煤,第一轮从4#架放至

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112#架,第1轮约能放出顶煤3〜5m,第1轮放煤结束后接着放第2轮,两轮放煤可同

时呈“波浪式”进行,即依次放第1轮过后相距10架距离后依次接着放第2轮,直到见

研关门。如果顶煤过厚,可再进行第3轮放煤或补放,直到见到肝石为止。

顺序放煤:在工作面全长范围内从工作面一段开始,顺序打开支架放煤口进行放煤,

并和移架的顺序相一致。

放煤过程中遇见大块煤,利用支架尾梁将大块煤击碎或利用插板将大块煤捣碎。为

了保证回收率及含研率,放煤口出现30%的含砰量时,即可关闭放煤口,结束本架放煤。

初次放煤:在工作面初次来压后,开始放煤。根据北京开采所项目确定本工作面老

顶初次来压步距为60m,即工作面切眼向外60m范围内不放煤。

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。

末采放煤:工作面采帮距停采线15m时开始铺金属网,当金属网遮盖后尾梁时,

停止放煤。

放煤要求:

a、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。

b、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10架,待放净煤后,停止放煤。

c、放煤必须逐架顺序进行,严禁相邻两架同时放煤。

d、工作面部分地段顶板破碎,片帮冒顶严重影响工作面推进时,可视情况少放煤

或暂停放煤。

e、放煤前,要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。

f、工作面必须以放顶煤为主,严禁因撵进度而少放或不放煤。

g、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。

h、放煤时,必须同时进行喷雾防尘。

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5、拉后部运输机

a、拉后部运输机是在放煤结束后下次移架之前进行的。

b、拉后部运输机的操作机注意事项与推前部运输机相同。

c、随时注意后部运输的运行状况,如果后部运输机出现大块煤肝石,必须停机处

理。

d、拉后部运输机注意及时清理干净支架与溜槽支架的浮煤。

6、工作面正规循环生产能力

工作面长度为196.4m,煤层可采厚度为12m,割煤厚度为3.8m,放煤厚度为8.2m,

循环进尺0.8m,每天5个循环组织生产,工作面回采率75%,月工作日为28天,正规

循环率按86%计算。

循环产量=196.4X0.8X12X1.38X75%=1951.4t

日产量=1951.4X5=9757.1t

月产量=9757.1X28X86%=234952.2t

月推进度=4X28X86%=96.32m

附图:21301工作面正规循环作业图表

3.4设备配置

3.4.1工作面设备的配套原则和要求:

1、考虑各设备在生产能力上必须适应;

2、各设备的连接必须配套;

3、各设备的强度必须足够;

4、各设备的用电电压必须满足生产能力的要求。

3.4.2工作面设备总体配置

表3-2工作面设备总体配置

序号设备名称型号数量单位

1采煤机MG600/1540-WD1台

2前部运输机SGZ1000/2x700200米

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141首采工作面回采作业规程

3后部运输机SGZ1000/2X700200米

4转载机SZZ1200/52567米

5破碎机PLM40001部

6迈步自移装置MY-1200自移系统1部

7皮带自移机尾DY1400皮带自移机尾1部

8端头支架ZTZ19915/27/401组

9超前支架ZTC29870/27/40A1组

10过渡支架ZFG13000/24/40H7架

11中间支架ZF13000/23/42109架

12胶带运输机SSJ-1400mm1部

附图:21301工作面设备布置图。

3.4.3液压支架

21301综放工作面液压支架主要技术特征如下:

型号:ZF13000/24/42

初撑力:10091kN

工作阻力:13000kN(P=40.43MPa)

支护强度:1.25MPa

宽度:1660〜1860mm

中心距:1750mm

底板比压:2.15Mpa(平均)

支撑高度:2300~4200mm

适应煤层倾角:315。(包括走向、倾向)

额定供液压力:31.5MPa

操纵方式:手动本架控制

拉移步距:800mm

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1言发nt团

XINFAGROUP141首采工作面回采作业规程

重量:36.36t

立柱:双伸缩

缸径:320/230mm

柱径:290/210mm

支架数量:109组

3.4.4采煤机

选用MG600/1540-WD型采煤机,主要技术参数为:

采血2.4〜4.3m

适应煤层倾角<15°

适应煤层硬度:七5

滚筒直径:2400mm

截深:800mm

卧底量:700mm

适应倾角:<20°

供电电压:3300V

机面高度:1570mm

过煤高度:770m

装机总功率:1540kW

牵引速度:0~10.35/17.27m/min

牵引力:939/563kN

牵引形式:齿轮-齿形销轨式无链牵引

3.4.5工作面主运输设备:

1、工作面输送机:

选用SGZ1000/2X700型整体铸焊封底式溜槽刮板运输机,其主要技术参数为:

型号:SGZ1000/2x700

设计长度:205m

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电机功率:700KWX2

电动机电压:3300V

输送能力:2200t/h

刮板链速度:1.4m/s

刮板链形式:中双链

圆环链规格:①48x152mm(紧凑链)

中部槽规格:(长x内宽x高)1750x1000x360mm

卸载方式:端卸

紧链方式:液压紧链

2.转载机:

选用SZZ1200/525型顺槽桥式刮板转载机,其主要技术参数为:

设计长度:67m

输送能力:3000t/h

供电电压:3300v

电机功率:525kW

刮板链速度:1.69m/s

紧链装置:液压紧链

刮板链破断负荷1820KN

3.顺槽胶带输送机:

主要技术参数为:

型号:SSJ-1400/500x3

输送能力:3000t/h

输送距离:1400m

胶带宽度:1400mm

带速:4m/s

主电机电压:10000V

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主电机功率:500KWX3

储带长度:100m

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第四章顶板管理

顶板管理方式:采用全部垮落法管理顶板。

4.1支护设计

4.1.1液压支架选型设计

液压支架选型原则和要求为:

1、支架的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移动产生的压力;

2、支架的结构和支护特性,要能适应和保护暴露顶板的完整性;

3、支架底座要适应底板岩石的抗压强度;

4、支架支撑高度要与采高或煤层厚度相适应;

5、支架的安全性能要好。

本工作面使用的支架为平煤机的ZF13000/23/42低位正四连杆放顶煤支架,该液压

支架的工作阻力为BOOOkNo

4.1.2支架的支护强度核定

采用经验公式计算需要支架的支护强度,核定所配支架的强度。

支架支护强度:

P=(6〜8)xMxy

F=PSB

式中:

P—支架支护强度,KN/m;

M—采高;3.3m

Y—为顶板岩石容重,取y=25KN/m3;

F—液压支架工作阻力,KN;

B—支架最大控顶距,m,本工作面工作面最大最大控顶距为5.91m,最小控顶距为

5.11m;此处取5.91;

S—支架中心距,m,取1.75;

则P=(6〜8)xMx>=(6〜8)x3.3乂25=495-660KN/m2

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F=PSB=(495〜660)x5.91x1.75=5119-6826KN

配备液压支架的额定工作阻力13000KN大于工作面所需支护强度6826KN,因此该

支架能满足该煤层顶板压力的要求。

4.1.3支架布置

21301综放工作面共布置109组ZF13000/23/42型支架和7组ZF13000/25/42H型过

渡支架、1组ZTZ19915/27/40端头支架、1组ZTC29870/27/40A超前支架。

4.2工作面顶板管理

4.2.1顶板管理方法

1、本工作面采用全部垮落法管理顶板。

2、本综采工作面配置109组ZF13000/23/42型支架和7组ZF13000/25/42H型过渡

支架,对工作面顶板实行全支护法管理。

4.2.2正常回I采时期顶板支护

采用追机移架的方式对顶板进行及时支护,移架步距0.8m。

1、移架顺序:

a、正常移架滞后采煤机后滚筒3组支架,防止空顶时间过长出现顶板事故。

b、排头支架的移架顺序:先移2#架(115#架),再移1#架(116#架)。

2、管理要求:

a、工作面工程质量应做到动态达标,确保“三直、两平、一净、二畅通”。

b、为加强工作面顶板管理,按煤层厚度,不准任意加大或降低采高;要求认真掌

握割煤工艺,顶底板要割平,相邻两排之间不得出现大于50mm的台阶或伞檐,保证支

架接顶接底状况良好。

c、煤机割煤后距煤机后滚筒3组支架开始移架,并及时伸出护帮板护帮。顶板破

碎时要紧跟煤机前滚筒移架,做到少降快移。

d、加强工作面设备上窜下滑的控制,防止因频繁调面影响顶板状况。

e、确保支架支护强度,提高支护质量,支架升架时必须保证足够的供液压力和时

间。护帮板及时伸出护帮护顶,严禁出现前不护帮上不接顶的现象。

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f、保持支架与泵站液压系统的完好,加强支架及泵站的维修,严禁设备带病运转,

杜绝系统的串、漏液的现象,及时处理支架自降和更换折损支架或支柱,禁止支架带“病”

工作。系统压力不足时要及时停机检查处理,处理好后方可开机。

g、工作面因受煤层结构影响而顶板破碎时,应及时采取有效支护措施,防止冒顶

事故扩大。

4.2.3特殊时期的顶板管理

1、初采期间的顶板管理

a、初采期间,必须确保泵站压力达到额定压力,认真维护液压系统的管路及阀组,

杜绝串、漏、跑液现象,保证支架接顶严实,初掌力达到规定要求。

b、上、下端头必须加强支护,根据现场情况如果必须使用单体液压支柱支护,严

格执行“先支后回”制度,所有支柱必须支在实底上,若底板松软时,必须穿柱鞋。严禁

使用失效支柱,发现失效支柱必须立即更换。

c、初采期间,必须确保工作面工程质量,按照采煤质量标准化标准,采煤工作面

必须达到“三直、两平、一净、二畅通”,发现问题及时处理,确保21301工作面初采安

全顺利进行。

2、初次来压及停采前的顶板管理

a、初采来压时,运输顺槽、回风顺槽在切顶线处采用单体液压支柱密集支护,随

回采前移密集支柱。巷道上、下帮及巷中采用单体液压支柱配合一字钱接顶梁顺巷支护。

b、初次来压时,由于顶板压力大,采空区顶板冒落征兆明显,区队管理人员要现

场指挥生产,当顶板欲冒落时,除加强工作面及两端头支护外,同时工作面暂停生产,

安排工人撤出工作面,直至采空区顶板冒落。恢复生产时,必须先检查原工作面的支护

情况及设备情况,待无安全隐患后再安排工人进入工作面进行生产。

c、加强上、下端头及工作面的顶板管理,提高支护质量。适当增加支护密度,工

作面支架以及上下顺槽所有单体液压支柱必须达到初撑力,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。

d、工作面片帮加剧或顶板破碎处要及时跟机拉架,必要时及时拉移超前架,移架

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后及时打出护帮板。

e、工作面距停采线20m时按要求保持一定采高,为撤面做好准备。

3、工作面遇断层及顶板破碎时的顶板管理

a、工作面两顺槽已施工完毕,实际揭露并没有断层,回采过程中如果工作面内部

出现断层,必须加强工作面的支护,加强过断层的顶板管理,并编制相应的安全技术措

施。同时确保泵站压力达到额定压力,认真维护液压系统的管路及阀组,杜绝串、漏、

跑液现象,保证支架接顶严实。

b、管理人员现场指挥支护工作,确保支护质量,并判断出断层的产状,预测出断

层在工作面地推进长度,及时向项目部领导及有关管理部门汇报。

c、工作面高度在能够保证支架通过的情况下,尽量降低支护高度,采煤机少割顶、

底板,必要时不放煤,确保煤质。

d、如果工作面内断层落差较大且必须放炮后支架才能通过口寸,必须控制好打眼角

度,保证放炮后底板尽量平整,防止刮板输送机出现歪扭;放炮前必须将煤机开至远离

放炮地点,支架所有易损部件、线路、电缆必须采取遮挡、掩盖等保护措施,防止崩坏。

e、其它放炮注意事项严格执行《煤矿安全规程》第315-342条的有关规定执行,学

习本规程时一并贯彻传达。

f、如果顶板破碎,必须立即支护,采煤机前滚筒割过后,带压及时移架,并打出

护帮板。

4.3工作面上、下端头及安全出口的顶板管理

4.3.1安全出口管理

1、《煤矿安全规程》第50条规定:工作面两顺槽超前支护距离不小于20米,跟班

队长及班长对工作面上下出口进行检查,工作面安全出口的净高度正常段不低于1.8米;

人行道宽度不小于0.7米,保证行走路线畅通。

2、各班检查两顺槽安全出口支架与顶板切顶处的安全状况,如顶板有掉皮、冒落

等征兆时,及时打开支架侧护板护顶,采取支设单体或架木垛等方法,防止事故发生,

另外严禁超前回此区域单体。

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4.3.2超前支护管理

工作面上、下顺槽超前支护采用如下方式:

1、根据煤矿安全规程工作面超前支护的距离从工作面煤壁算起不小于20米。运输

顺槽至工作面向外布置1组ZTZ19915/27/40端头支架和1组ZTC29870/27/40A超前支

架进行超前支护,端头支架为2架一组,支护距离为16.625m,超前支架3组一架,支

护距离为18.794m

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