4502回采作业规程新1129.docx
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4502回采作业规程新1129
华亭煤业集团新窑煤矿
4502工作面回采作业规程
新窑煤矿综采队
二0一一年十月十六日
作业规程名称
工作面回采作业规程
受控标记
编号
4502
发放序号
作业规程内容
本作业规程共88页附表1页附图12页
会审人员鉴字:
编制:
焦练一
综采队:
梁兴旺
审核:
周锦
生产技术科:
曹鹏飞
机电动力科:
唐浩民
安全检查科:
张鹏
调度室:
刘登骥
采掘副总:
翟晓彤
机电副总:
尚军科
安全副总:
杨正刚
机电矿长:
张健
安全矿长:
段金红
生产矿长:
刘志雄
总工程师:
李文科
会审意见
作业规程名称
4502工作面回采作业规程
会审时间
2011年月日
地点
主持人
参加会议人员
会审意见:
总工程师意见:
《4502工作面回采作业规程》月复查意见
时间
复查意见
总工程师签字
《4502工作面回采作业规程》月复查意见
时间
复查意见
总工程师签字
《4502工作面回采作业规程》月复查意见
时间
复查意见
总工程师签字
目录
第一章概况9
第一节工作面概况9
第二节煤岩层9
第三节煤层顶底板10
第四节地质构造10
第五节水文地质10
第六节影响回采的其它因素11
第七节储量及服务年限11
第二章采煤方法12
第一节巷道布置12
第二节采煤工艺13
第三节设备配置17
第三章顶板管理19
第一节支护设计19
第二节工作面顶板管理24
第三节工作面两道及端头顶板管理26
第四节矿压监测27
第五节工作面防倒防滑设计27
第四章生产系统28
第一节运输28
第二节“一通三防”与安全监控29
第三节排水37
第四节供电37
第五节通讯照明与安全监测系统37
第五章劳动组织和主要技术经济指标38
第一节劳动组织38
第二节主要经济技术指标40
第六章煤质及煤炭回收、工程质量验收管理41
第一节煤质管理41
第二节回采率管理43
第三节工程质量管理44
第七章安全技术措施46
第一节总则46
第二节顶板47
第三节防治水49
第四节爆破50
第五节运输52
第六节机电55
第七节初采初放安全技术措施56
第八节其它60
第八章灾害应急措施及避灾路线84
第一章概况
第一节工作面概况
工作面位置及井上下关系见表1。
表1工作面位置及井上下关系表
工作面名称
4502综采工作面
水平名称
920(回风巷)
890(运输巷)
采区名称
四采区
煤层编号
煤5层
走向长(m)
1640(可采走向长1243)
面积(m2)
149160
倾斜长(m)
120
地面相对位置
地面标高:
+1385—+1328m。
工作面西接新柏井田边界保护煤柱,东接工业广场保护煤柱,其上部为4501工作面采空区,下部未受采动影响。
井下位置及
邻近采区情况
4502工作面位于矿井四采区,为该采区煤5层第二个倾斜综采放顶煤工作面。
工作面东接四采区轨道及运输下山,西接新柏公司井田边界保护煤柱,上部为4501工作面采空区隔离保护煤柱,下部未受采动影响。
回采对地面
设施的影响
4502工作面对应地面位置相对标高+1385m—+1328m,无民用住房及建筑物,有少量农田,多山沟、丘陵状地表,生有灌木,相对高差440m—410m,回采后对地表影响不大。
第二节煤岩层
工作面煤层情况见表2。
表2煤层情况表
煤层总厚
9.0~12.5
11.31
煤层结构
单一
煤层倾角
11º~17º
13º
可采指数
变异系数(%)
稳定程度
稳定
煤层硬度
硬度系数f=2—3
说明
该面煤层倾角由东向西逐渐减少,煤层厚度中段薄两端厚,煤层走向为N211°—248°,倾角12°—17°,煤层厚度为12.5—9.0m。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶、底板情况见表3。
表3煤层顶底板特征表
名称
岩石名称
厚度/m
特征
顶板
泥岩、油页岩
3.5—4.6
为中等冒落性顶板
底板
沙质泥岩、砂岩互层
1.5—2.0
附图1:
4502工作面地层综合柱状图。
附表1:
4502回采工作面地质说明书。
第四节地质构造
根据4502工作面掘进揭露情况,在运输巷及切眼上口共有落差小于2.0米的正断层4条,回采时及时编制地质预报,指导生产。
该面沿走向煤层底板局部有起伏,其它无异常构造,预计对回采影响不大。
第五节水文地质
该面主要水源为喷雾防尘生产用水、4501采空区积水和巷道接近底板处砂岩渗水,由于工作面地质条件较复杂,在4501运输巷掘进过程中形成三处低洼地段,有积水的可能,第一积水区在4501运输巷测“21”点至测“25”点前15.794m之间,长215.032m,最大高差2.428m,平均高差1.6m,预计积水量1043.08m3;第二积水区在4501运输巷测“32”至测“35”点前11.462m之间,长173.575m,最大高差1.393m,平均高差0.8m,预计积水量327.15m3;第三积水区在4501运输巷测“37”点至切眼下口点之间,长391.18m,最大高差11.234m,平均高差5.5m,预计积水量13673.15m3;预计三处积水区积水量共15043.38m3左右,回采前按照《4501采空区探放水设计说明书》设计参数,必须对以上积水区进行探放水作业,确认采空区无积水后方可回采。
此外,在回采时对1403号地质钻孔进行探放水作业。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它地质情况见表4。
表4影响回采的其它地质情况
相对瓦斯涌出量
相对瓦斯涌出量为0.72m3/t
绝对瓦斯涌出量
煤尘爆炸指数
煤尘有爆炸性,爆炸指数32.15%
煤层自然发火期
煤层属自燃煤层,自燃发火期3—6个月
其他有害气体浓度
CO2涌出量小,其绝对涌出量为3.5m3/min
第七节储量及服务年限
一、储量
(一)地质储量
4502工作面可采走向长1243m,工作面倾斜长120m,采放高度为11.40m,工作面煤层容重为1.38t/m3,地质储量为232.7361万吨。
(二)可采储量
依据工作面地质储量232.7361万吨,规定工作面采出率85%,则可采储量为197.8257万吨。
表54502综采工作面储量计算一览表
块段号
走向长(m)
倾斜长(m)
煤厚(m)
面积(m2)
容重
(T/m3)
地质储量(T)
可采储量(T)
回采率(%)
Ⅰ
317
120
12
38040
1.38
621580
528384
85
Ⅱ
249
120
12.5
29880
1.38
492660
418761
85
Ⅲ
111.5
120
12.5
13380
1.38
226079
192167
85
Ⅳ
388
120
12
46560
1.38
735860
625481
85
Ⅴ
177.5
120
9
21300
1.38
251182
213505
85
合计
1243
120
9-12.5
149160
1.38
2327361
1978257
85
二、工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=1243/78=16月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
(一)采区设计情况
本采区为矿井四采区,位于1001m—750m水平之间,上部以3502工作面保护煤柱为界,下部为未开采的五采区,东接矿井工业广场保护煤柱,西接新柏公司井田边界保护煤柱。
采区走向长1750m,倾斜长835m。
主采煤5层,煤厚4.62—13.35m,煤层倾角12°—17°,可采储量1481.42万吨。
布置6个综放工作面,服务年限为10年。
(二)采区巷道布置情况
采区巷道布置有采区轨道下山、运输下山,回风下山,三条下山均布置在煤层底板岩石中,4502运输巷经890车场、回风巷经920车场分别与采区轨道下山相联通;4502运输巷通过溜煤眼与采区运输下山相联,回风巷通过回风石门与采区回风下山相联通形成生产系统。
二、工作面巷道布置情况
4502综采工作面下顺槽沿煤层底板布置在942m—890m水平,走向长1650m;上顺槽沿煤层底板布置在973m—920m水平,走向长1640m;开切眼沿煤层倾向布置,倾角12°36ˊ,斜长120m。
工作面两道均为梯形断面,采用锚网(索)联合支护。
运输巷:
2.8m×3.6m×4.4m(净高×净上宽×净下宽),净断面11.2m2;回风巷:
2.8m×2.8m×3.6m(净高×净上宽×净下宽),净断面8.96m2;开切眼为矩形断面:
2.8m×6.6m(净高×净宽),净断面18.48m2,采用锚网(索)配单体柱钢抬棚、木垛联合支护。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
(一)采煤方法
根据工作面煤层赋存条件和矿井开采技术水平,采用一次采全厚走向长壁综合机械化低位放顶煤采煤法。
(二)回采工艺
1.进刀方式:
采用上端部斜切进刀方式,工作面的上缺口由采煤机自开,斜切进刀段长35m,其中直线段长20m,弯曲段为15m。
附图2:
采煤机斜切进刀示意图。
2.工艺流程
实行“一开一放”工艺,具体为:
交接班→进刀割煤→下行移架→上行装煤→推移前部输送机→拉后部输送机→放顶煤→进刀割煤→下行移架→上行装煤→推移前部输送机→拉后部输送机→放顶煤→移端头支架。
3.工艺说明及要求
(1)交接班
跟班队长、班长现场交接,对当班设备完好情况、放顶煤位置及顶煤回收情况及存在问题互相交待清楚,对存在问题及时处理后方可开始当班工作。
(2)进刀割煤、上行装煤
采用端头斜切进刀,即采煤机自工作面上端头向下进刀割煤,待采煤机右滚筒截深达到0.6m后停机,推移前溜机尾段,采煤机向上返回割三角煤,然后自上而下割煤至下端头后返回向上清煤至上端头停机,进刀过程见进刀示意图。
往返割一刀,截深0.6m,采高控制在2.6±0.1m,牵引速度控制在0~4m/min范围内,且必须保证顶底板平整,煤壁齐直,不得出现割底板岩石及支架顶梁,不得留伞檐现象;两端头割煤时,采煤机行走速度要减慢,两名司机紧密配合,保证挑顶、卧底量、采高均符合规程规定。
割煤过程中,滞后采煤机后滚筒3—5m将前探梁,护帮板及时伸出,支护新暴露的顶板及煤壁。
割煤结束后,采煤机滚筒落地,摘掉离合器,并实行与刮板输送机闭锁。
(3)移架
①采用卸载式移架(遇顶板破碎等特殊情况时采用带压擦顶法移架),追机作业,顶煤割过后,滞后采煤机后滚筒3~5m,由上向下依次顺序移架,将前探梁、护帮板及时伸出,支护煤壁;以防煤壁片帮,移架步距为600mm。
②移架时要控制降架高度不超过相邻支架侧护板高度的2/3,降架时后立柱下降量要比前柱稍多,使支架顶梁仰起,以免顶煤垮落涌前,造成冒顶或妨碍移架。
③若顶煤破碎,支架梁端漏顶高度在1.0m以下时,须及时用坑木、背板等绞顶,使支架前梁与前探梁能有效地支撑顶板,若高度在1.0m以上时,要在支架前梁上提前采用圆木窝顶,并做绞顶处理后,方可移架。
④若支架高度低于2.5m时,应及时采取挑顶措施,把支架高度调至2.6±0.1m。
⑤出现歪架、咬架等情况时应及时进行处理,严禁强拉硬拽。
(4)推前部输送机
推前部输送机时,必须滞后采煤机滚筒15m,由下向上依次顺序推移,严禁相向操作,弯曲段不得小于15m,严禁出现急弯损坏连接销,推移步距为600mm,移溜后工作面支架要成为一条直线。
(5)放煤
放煤采用一刀一放,放煤步距0.6m,采用由下向上多轮顺序放顶煤法,见矸关门。
放煤时放煤工要观察煤流及输送机的运行情况,要缓慢均匀放出,以免煤量过大压死输送机,若遇大块煤不易放出时,可反复伸缩插板,小幅度上下摆动尾梁,使其破碎后顺利放出,严禁在采空区放糊炮破碎大块煤。
(6)拉后部输送机
拉后部输送机必须由下向上依次顺序进行,严禁相向操作或误操作,弯曲段不小于15m,确保拉移到位,拉移步距为600mm,拉移后输送机必须成一条直线。
(7)移端头支架
移端头支架时,必须由两人来完成,一人负责操作,一人负责监护,观察顶板及周围安全情况,确保拉移到位,拉移步距为1.2m。
移架时严禁端头架周围有人工作或停留。
二、工作面超前煤壁顶煤松动爆破
1.工作面顶煤坚硬不易跨落时,必须在工作面上下两道超前煤壁50m外的地点利用钻机打眼,布置深孔眼进行顶板及顶煤预裂爆破弱化处理,以转移工作面压力、减小巷道变形和提高顶煤采出率。
2.炮眼布置及参数
每组布置三个炮眼,如现场顶煤破碎,可适当减少炮眼及装药量,其爆破参数见表6
表6工作面超前煤壁顶煤松动爆破炮眼布置参数表
顶煤厚度(m)
炮眼深度(m)
炮眼角度(°)
炮眼装药方式
装药量(kg)
雷管个数(发)
封孔泥长度
(m)
7.75
20--60
0—15
正向连续装药
6.0
2
2.5
附图3:
4502综采工作面顶煤弱化炮眼布置图。
三、工作面正规循环生产能力
工作面煤厚平均为11.60m,倾斜长度为120m,循环进度1.2m,日推进度为2.4m,煤层容重为1.38t/m3,按采出率85%计算,则工作面循环产量和日产量分别为:
(一)工作面循环产量:
Q循=L(H1×c1+H2×C2)Sr
Q循=120×(2.6+7.8×0.85)×1.2×1.38
=1834.20T
式中Q循——工作面循环产量,T;
L——工作面倾斜长度,m;
H1——采高,m;
C1——煤壁回采率,%;
r——煤层容重,t/m3;
H2——放顶煤高度,m;
C2——顶煤回收率。
85%;
S——循环进度,m;
(二)工作面日产量:
Q日=2Q循=2×1834.20=3668.40T
第三节设备配置
工作面设备配置见表7。
表7工作面设备配置表
序号
名称
规格型号
单位
数量
一
机械设备
93
1
中部基本支架
ZFS6000/17/28
付
76
2
过渡支架
ZFG6500/18/29
付
4
3
后置端头液压支架
ZFH12000/19/29
付
1
4
前置端头液压支架
ZTQ6500/19/29
付
1
5
电牵引采煤机
MG200/500-QWD
台
1
6
前部刮板输送机
SGZ730/2×160
台
1
7
后部刮板输送机
SGZ730/2×160
台
1
8
煤电钻
MZ-1.5
台
3
9
转载机
SZZ764/160
台
1
10
破碎机
PCM132
台
1
11
可伸缩胶带输送机
SSJ1000/2×125
台
1
12
乳化液泵、箱
WPZ320/10
台
1
13
喷雾泵
BPW320/10
套
1
二
供电设备
31
1
移动变电站
KBSGZY-1000/6
台
1
2
移动变电站
KBSGZY-800/6
台
1
3
移动变电站
KBSGZY-315/6
台
1
4
馈电开关
KBZ-690/1140
台
2
5
馈电开关
KBZ-400/1140
台
4
6
组合开关
QBZ6×200/1140
台
3
7
组合开关
QBZ4×315/1140
台
1
8
真空起动器
QCZ-200
台
4
9
真空起动器
QCZ-80
台
3
10
真空起动器
KSDK-30N
台
2
11
真空起动器
KSDK-30
台
2
12
真空起动器
BZX-40
台
2
13
综保
ZZ8L-2.5-IV
台
5
三
通讯、信号
1
1
信号
2K-2
套
1
2
扩音电话
KTC2.3
套
3
四
照明
1
综保
BZX-4
台
2
2
双向开关
BZZ-2.5
台
3
3
接线盒
DJ82-30/3660V/20A
个
30
4
防爆莹光灯
KBY-62
套
90
五
其它
3
1
列车绞车
JH2-8
台
1
附图4:
4502工作面设备布置图。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
(一)4502综采工作面安装76架ZFS6000/17/28反四连杆放顶煤液压支架支护顶板,机头、机尾各安装二架ZFG6500/18/29型过渡支架,全工作面共计安装80付支架管理顶板,下端头处安装一架ZTQ6500/19/29前置端头支架和一架ZFH12000/19/29后置端头支架。
采空区顶板自然跨落管理,支架中心距为1.5m,支架的最大控顶距为5110mm,最小控顶距为4551mm。
(二)支护强度计算
根据矿压理论,工作面顶板的压力强度可按4~8倍采高的上覆岩层的重量近似计算,这里取8倍采高的上覆岩层的重量计算顶板压力强度:
P0=(4—8)γH
=8×25×2.6
=520(KN/m2)
=0.52(MPa)
式中P0——直接顶及老顶来压时的支护强度,MPa;
γ——上覆岩层的平均体积力,经验值一般取23—25kN/m3;
H——采高,m;
工作面采用ZFS6000/17/28和ZFG6500/18/29型支撑掩护式液压支架管理顶板,
其额定支护强度分别为0.83MPa、0.97MPa,按最小支护强度0.83MPa进行强度较核:
C=Pmin/P0=0.83/0.52=1.60>1
式中C——支护强度安全系数;
Pmin——支架支护强度,MPa;
P0——直接顶及老顶来压时的支护强度,MPa;
由以上计算可知,支架的支护强度安全系数C>1,故能满足支护要求。
(三)支架主要技术特征
1.基本架ZFS6000/17/28放顶煤液压支架(76付)
架型:
反四连杆低位放顶煤液压支架
型号:
ZF6000/17/28
支架结构高度:
1700~2800mm
支架宽度:
1430~1600mm
支架中心距:
1500mm
初撑力:
5235KN(P=31.5MPa)
支架工作阻力:
6000KN(P=36.1MPa)
支护强度:
0.83—0.88MPa
底板比压(前端):
0.65MPa
移架步距:
600mm
泵站压力:
31.5MPa
操纵方式:
本架操纵
2.过渡架ZFG6500/18/29支撑掩护式过渡支架(4付,包含首架、末架支架)
架型:
四柱支撑掩护式低位放顶煤液压支架
型号:
ZFG6500/18/29
支架结构高度:
1800~2900mm
支架宽度:
1430~1600mm
支架中心距:
1500mm
初撑力:
5126KN(P=31.4MPa)
支架工作阻力:
6500KN(P=39.1MPa)
支护强度:
0.97MPa
对底板比压:
2.8MPa(平均值)
移架步距:
600mm
泵站压力:
31.4MPa
操纵方式:
本架操纵
(四)支护要求
1.支架中心距保持1.5±0.1m之间,保持支架接顶严实,支撑状态良好,支架垂直顶板,歪斜不得超过±5°。
2.支架初撑力不小于额定值的80%,泵站压力不小于31.5MPa。
3.及时按移架要求支护,下行割煤滞后右滚筒1.5m打出伸缩梁,接实顶板,移架后及时伸出护帮板,护住煤壁。
4.支护方式
工作面支护:
采用支撑掩护式液压支架进行支护。
①移架步距:
与采煤机的实际截深相同,为600mm。
②端面距:
由设备的配套情况决定,且必须符合煤矿安全质量标准化标准规定(端面距≤340mm)。
③控顶距:
由液压支架的顶梁长度(L1)、端面距(L2)及采煤机的实际截深(S)决定。
4502工作面液压支架的顶梁长度为4210mm,端面距按300mm计算,采煤机的实际截深为600mm,则
最大控顶距:
Lmax=L1+L2+S
=4210+300+600
=5110(mm)
最小控顶距:
Lmin=L1+L2
=4210+300
=4510(mm)
(五)两道超前支护
两道超前煤壁30m范围内:
运输巷采用DZ-2.8单体液压支柱配合π型3.2m长钢梁支护,柱距0.8m,排距2.6m;回风巷采用DZ-2.8单体液压支柱配合十字铰接梁支护,柱距1.2m,排距1.6m,柱头与梁之间必须用12#铁丝扎绑牢固。
(六)端头支护
上、下安全出口高度不低于1.8m,安全出口宽度不小于0.7m。
运输巷端头采用ZTQ6500/19/29、ZTH12000/19/29型端头支架支护;回风巷端头采用3.2m长钢梁组成迈步式抬棚支护(根据面长变化及时增减抬棚数量)。
二、乳化液泵站
(一)乳化液泵型号及泵站的位置
采用WPZ320/10型乳化液泵,两泵一箱,乳化液泵站安装在运输巷850m大断面处。
(二)乳化液泵的使用规定
乳化液泵站每班设一名乳化液泵站司机管理,乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理,具备保养、处理故障的基本技能,经过培训、考试合格并取得操作资格证后,方可上岗操作,泵站司机必须遵守下列规定:
1.泵工应熟练掌握乳化液泵的原理、性能和维修技术。
2.乳化液泵在起动之前,首先检查各部位是否完好,连接螺丝是否紧固,润滑油油位、泵箱液位是否满足要求,各种保护是否齐全,确认无误后方可开机。
3.乳化液泵起动后注意监听,若运转状态异常,应立即停泵并启动备用泵,然后进行处理或汇报值班队长要求检修,严禁带病运行。
4.泵站司机不得擅自离开岗位,不得任意开、停泵。
5.检修或生产过程中更换阀件或高低压管路,需停泵处理,做到专人负责开、停泵,以免误动作伤人,泵的卸载阀、安全阀的额定值,不得在井下随意调整。
6.加强液压系统的卫生处理,各种过滤网,要定期清理,保持乳化液泵泵箱常盖,泵箱每天清洗一次。
7.乳化液浓度严格控制在3~5%,每班乳化液浓度测定次数不少于
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- 4502 回采 作业 规程 1129
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