22下山煤柱二面规程.docx
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22下山煤柱二面规程
目录
第一章概况3
第一节工作面概况3
第二节煤(岩)层产状及构造情况3
第三节煤层情况及储量4
第四节煤层顶底板情况4
第五节水文情况5
第六节储量及工作面可采期计算5
第七节其它6
第二章采煤方法7
第一节巷道布置7
第二节采煤工艺7
第三节能力匹配11
第三章顶板控制15
第一节支护设计15
第二节工作面顶板控制18
第三节运巷、付巷及端头顶板控制21
第四节矿压观测25
第四章生产系统27
第一节运输系统27
第二节通风28
第四节供电33
第五节供液系统33
第五节排水系统33
第五章劳动组织和主要技术经济指标34
第一节劳动组织34
第二节作业循环36
第三节主要技术经济指标36
第六章煤质管理38
第七章工作面付巷沿空留巷39
第八章安全避险六大系统40
第一节安全监测监控系统40
第二节人员定位系统41
第三节供水施救系统41
第四节压风自救系统41
第五节通信联络系统42
第六节避灾路线42
第九章安全技术措施43
第一节一般规定43
第二节顶板43
第三节爆破46
第五节“一通三防”及安全监控49
第六节运输54
第七节机电55
第八节工作面仰采65
第九节工作面过底鼓66
第十节其他67
第十章安全避险及避灾路线69
22下山煤柱二面初采初放安全技术措施73
第一章概况
第一节工作面概况
22下山煤柱二面所采煤层为大煤,布置在124采区内,工作面北部为1241、1243已采工作面,以工作面轨道下山为界;南部为124复采轨道下山、皮带下山,以切眼为界;西部为火成岩侵蚀区[邯矿测字(2001)35号],以运巷为界;东部为22下山煤柱2面,以付巷为界。
工作面分为里切眼、中切眼和外切眼,分两次接架,对接前后倾向宽分别为63m、73m和88m;走向长度分别为28m、20m和240m。
工作面面积为:
63×28+73×20+88×240=24344m2。
工作面煤层底板标高-47.7m~+8.0m,地表为山谷及坡地,没有被保护建筑物,地表标高+220m~+245m,没有被保护的建筑物。
第二节煤(岩)层产状及构造情况
一、煤(岩)层产状
工作面范围内小断层发育,煤、岩层总体产状:
煤岩层走向:
75°~120°,倾向:
165°~210°,倾角10~23°,平均倾角为11°。
二、地质构造情况
1、褶曲
工作面煤岩层产状受一向斜控制,向斜轴向为北东向-西南向,向斜由北东向西南倾斜。
向斜轴部在工作面北部基本位于中央,向南轴部向付巷偏斜,到工作面中部偏出工作面。
2、断层
工作面掘进过程中揭露断层3条断层。
其中工作面外切眼揭露断层落差较大,预计落差较大(8m),对工作面布置造成一定影响,使工作面走向长度缩短,但此断层在工作面之外,所以对工作面回采无影响。
另外,工作面付巷掘进过程中还揭露其它2条小断层。
分别标号F1、F2。
上述断层情况详见下表:
名称
走向
倾向
倾角
落差(m)
F1
14°
104°
70°
1.3
F2
13°
103°
70°
2.6
2、火成岩侵入
巷道掘进过程中内多处揭露火成岩侵入情况,根据工作面巷道及地质探查钻孔资料分析,火成岩基本从煤层底板向上侵入至煤层,导致煤层变薄,甚至有的时候导致煤层完全被侵蚀,对工作面顺利掘进形成造成一定的影响,导致工作面形成三个切眼。
预计工作面范围内火成岩将以条带状侵入煤层或将煤层冲断,预计工作面内部局部也受火成岩侵入影响,受其影响煤层变薄、分层或被全部侵蚀。
第三节煤层情况及储量
根据巷道揭露情况:
大煤(2号煤),黑色,煤质较好,运付巷向外200m范围内煤层厚度较为稳定,一般厚度在2.5~3.0m;掘进靠近至切眼处煤层受火成岩侵入影响变薄或被全部侵蚀,平均煤厚为1.5m左右。
总体煤层平均厚度2.4m。
煤层局部中下部有一层碳质页岩夹矸。
储量计算采用煤厚2.4m。
面积:
24344m2煤厚:
2.4m煤层平均倾角:
11°
容重:
1.85地质储量:
10.8万t可采储量:
10.26万t
第四节煤层顶底板情况
1、直接顶板:
煤层直接顶板为粉砂岩,灰黑色,具水平层理,致密,含植物化石,平均层厚4.76m;局部有伪顶,为炭质页岩,一般厚度0.5m,局部达到1.3m;
2、老顶:
老顶为灰色细砂岩,含石英长石黑色矿物,中厚层状,局部夹薄层粉砂岩,平均层厚14.0m;
3、直接底板:
煤层直接底板为火成岩,灰白色,含石英长石,局部具碳质层理面,平均层厚5.63m;
4、老底:
老底为灰色中粒砂岩,含石英长石,局部具碳质层里面,平均层厚2.8m。
第五节水文情况
1、顶板含水层
顶板含水层主要为山西组砂岩含水层上、中层含水组水,该含水层上含水组一般由灰黑色粉砂岩加薄层细砂岩及中厚层中粗砂岩组成,层厚约44.0m,含水丰富而不均匀;中含水组一般由黑色粉砂岩及中厚层细砂岩组成,层厚约20.0m,含水量较小。
但由于该区范围内大煤大部分已经开采,上、中含水组水均已基本疏干,工作面运巷掘进过程无涌水现象,但付巷掘进过程中顶板局部有少量残存裂隙水形成滴水情况。
预计工作面回采过程中可能有少量顶板滴水或淋水现象,预计正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为15m3/h,所以对工作面巷道回采过程中有一定影响,应注意完善排水系统,加强排水,注意水情观测。
2、底板含水层
底板含水层为山西组砂岩含水层下含水组,一般由灰色细砂岩、中砂岩夹黑色粉砂岩组成,层厚约14.0m,该含水组富水性差,随着煤层的开采已疏干,因而工作面回采过程中不受底板水害的影响。
3、采空区积水情况
目前资料分析,工作面北部的原124采区含有一定量的空区积水,水位标高在-17.0m左右,而工作面北部为1241、1243已采工作面,标高均高于此水位标高。
因此工作面回采过程中不受采空区积水的影响。
第六节储量及工作面可采期计算
表1工作面储量及可采期计算表
储量
倾斜长度/m
对接前:
26
对接后:
87
循环生产能力/t
对接前:
对接后:
煤层可采厚度/m
2.4
煤层倾角/°
11
走向长度/m
240
工业储量/t
108000
可采面积/㎡
24344
综合采出率%
≥95
容重(t/m3)
1.85
可采储量/t
102600
工作面可采期计算
工作面付巷长度/m
185m
循环进度/m
0.5
工作面运巷长长
288m
日循环个数n/个
6
工作面服务年限
92天
第七节其它
1、工作面需要进行4次对接,对接前补充安全技术措施。
2、工作面需要通过22下山煤柱二面联巷空硐,过空硐前应编写安全技术措施。
3、受地质条件影响,工作面回采后期将跨上山开采,应提前编写安全技术措施。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面巷道布置概况
22下山煤柱二面位于124采区,开采煤层为2号煤。
工作面付巷和运巷沿煤层走向布置,切眼沿煤层倾向布置,巷道均布置在煤层中,沿顶掘进。
二、工作面两巷
工作面运巷沿顶掘进,总长度为288m,矩形断面,规格为宽×高=3.6×2.5m,采用锚网支护,在巷道下帮布置SGB-620/40T输送机及DSJ-80/20/2×40胶带输送机。
运巷担任工作面的回风、行人、运煤、运料任务。
工作面付巷沿顶掘进,长度为185m,矩形断面,规格为宽×高=3.6m×2.5m,巷道顶板采用锚网支护。
付巷担任工作面的进风、行人,运料任务。
三、工作面开切眼
22下山煤柱二面切眼总长度为87m,规格宽×高=5.4×2.4m。
里切眼长度为布置43架支架;中切眼
(1)布置6架支架;中切眼
(2)布置6架支架;中切眼(3)布置14架支架;外切眼长度布置15架支架,工作面共布置58架综采液压支架。
附图:
工作面平面布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法的选择:
由康矿及本工作面的实际情况,结合此地区地质资料,决定22下山煤柱二面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法,全部垮落法控制顶板。
2、采高:
根据工作面的实际情况和使用的支架特点,采高定为2.4m,循环进度0.5m,沿煤层顶板开采。
3、工作面延长对接:
工作面受断层影响布置为里、中
(1)、中
(2)、中(3)、外三个切眼,工作面需对接延长,对接前补充专项安全技术措施。
二、工作面设备配备
工作面机械设备配备见表2。
附图:
设备布置图
表2工作面设备表(主要技术参数和数量)
名称
参数名称
单位
技术参数
备注
采煤机
型号
MG160/375—W
1台
采高
m
1.4~3.0
截深
mm
500
功率
KW
375
牵引速度
m/min
0~6
滚筒直径
m
1.4
液压支架
型号
ZF2400-16/24BG
58架
支架高度
mm
1600-2400
初撑力
KN
1682~1852
工作阻力
KN
2132~2417
中心距
m
1.5
支护强度
MPa
0.91
工作面刮板输送机
型号
SGZ-630/220
1部
输送量
t/h
450
链速
m/s
1
设计长度
m
86
功率
KW
2×110
外线刮板输送机
型号
SGB-620/40T
7部
输送量
t/h
150
设计长度
m
50
链速
m/s
1
功率
KW
40
胶带输送机
型号
DSJ-80/20/2×40
1部
输送量
t/h
200
设计长度
m
220
速度
m/s
2
带宽
Mm
800
功率
KW
2×40
乳化泵站
乳泵型号
BRW200/31.5C
2台
泵箱型号
RX200/16
1个
额定压力
MPa
31.5
额定流量
L/min
200
三、生产工艺
1、工艺流程
采煤机斜切进刀→割煤→移架→推移输送机
2、采煤方式
(1)22下山煤柱二面采煤方式
MG160/375-W型采煤机双向割煤、双向移溜、移架,端部割三角煤斜切进刀,自开缺口的作业方式。
(2)斜切进刀工序
端部割三角煤斜切进刀:
①当采煤机返向至工作面机头时,其后的输送机槽已移近煤壁,如图(a)所示。
②调换滚筒位置,前滚筒降下,后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁,直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直,如图(b)所示。
③再调换两个滚筒的上下位置,重新返回割煤至输送机机头处,如图(c)所示。
④将三角煤割掉,煤壁割直后,调换上下滚筒,正常割煤,如图(d)所示。
附图:
采煤机进刀方式示意图
3、落煤方式
正常情况下,采煤机割煤速度控制在1-4m/min,采用前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,往返一次割两刀的方式。
4、装煤方式
以采煤机组自装为主,刮板输送机铲煤板辅助装煤,局部人工清煤。
5、运煤方式
工作面选用SGZ—630/220型中双链刮板输送机上行运煤,外线选用7部SGB-620/40T刮板输送机及1部DSJ-80/20/2×40胶带输送机,将原煤运至二部强皮外运。
6、移架、推移输送机
移架:
采用及时拉架方式,追机作业,正常情况下,移架滞后采煤机后滚筒不超过6架;顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出及采取拉超前架方法控制顶板,拉架步距0.5m,并按照先移架、后移运输机的顺序进行。
推移运输机:
移架后顺序推移运输机,推移运输机滞后采煤机后滚筒12~15m,弯曲段不少于12m,弯曲段要均匀过渡,推移运输机步距0.5m。
7、工序说明
(1)为保证工作面直率和工序有序完整协调,必须按此方式作业,不得在工作面中部乱插刀、割煤、移架、移溜。
(2)机组割煤后要及时伸出伸缩梁支护裸露顶板,特别在顶板破碎或片帮严重情况下。
(3)机组司机要控制好采高,保证刮板输送机、支架平整,及时调整截盘位置,防止割支架顶梁及底板。
(4)采煤机前滚筒到达前先收回伸缩梁,割煤后立即伸出伸缩梁支护顶板。
(5)移架时逐架操作,追机作业,有困难处可留专人平行作业处理,要逐一带压擦顶移架、边收伸缩梁边移架,步距为0.5m。
(6)工作面保持小板距,支架前侧挡板距溜子电缆槽间距为200mm.
(7)支架移到位后,后尾梁不得翘起,插板不得支出。
四、工作面正规循环生产能力(计算公式出自《煤矿开采方法》)
W1=L1Shrc=26×0.5×2.4×1.85×95%=132.9t
W2=L2Shrc=87×0.5×2.4×1.85×95%=154.0t
式中W—正规循环生产能力,t;
L—工作面长度,对接前26m,对接后87m,
S—正规循环推进长度,0.5m;
h—采高,采用煤层可采厚度2.4m;
r—煤的视密度(容重),1.85t/m3;
c—工作面采出率,95%。
第三节能力匹配
一、生产能力配套
1、生产能力配套的原则是:
工作面输送机的能力必须略大于采煤机的理论生产率,平巷转载机和胶带输送机的生产率又应大于工作面输送机的生产率,当无法满足上述规定时,工作面的最大生产能力为输送机运输能力的最小值。
2、采煤机的理论生产率:
Qt=60HBvqr=60×2.4×0.5×1.5×1.85=199.8t/h
式中:
Qt—采煤机的理论生产能力;t/h
H—工作面平均采高,m;取2.4m;
B—滚筒的有效截深,m;取0.5m;
vq—本工作面最大牵引速度,m/min;取1.5m/min;
r—煤的实体密度(容重),t/m3;取1.85t/m3。
3、工作面使用SGZ-630/220型刮板输送机,由其技术参数可知其链速v=1m/s,输送能力Q=450t/h。
工作面实际所需输送能力为:
式中:
QC—工作面实际所需输送能力,t/h;
Q0—采煤机工作面平均小时生产率;t/h;取199.8t/h;
v—刮板输送机的链速,m/s;取1m/s;
v0—采煤机的牵引速度,m/min;1.5m/min。
Qt<QC<Q=450t/h,输送能力满足所需。
刮板链上煤单位长度质量:
4、本工作面外线使用SGB-620/40T型刮板输送机,其链速为1m/s,输送能力为200t/h;大于工作面实际输送能力,因此工作面最大生产能力即定为199.8t/h。
二、移架速度与牵引速度配套
支架沿工作面长度的追机速度(即移架速度)应能跟上采煤机的牵引速度,否则采煤机后面的空顶面积将增大,易造成梁端顶板的冒落。
支架移架速度估算:
式中:
Vy—移架速度,m/min;
qb—泵站流量,L/min;取200L/min;
∑qi—全部立柱、千斤顶同时动作所需液体容积L;取1.1L;
A—支架中心距,m;取1.5m;
K—泄露损失系数,一般取1.1~1.3;取1.2;
大于采煤机最大牵引速度4m/min,选型配套。
三、相关尺寸配套
采煤机依靠工作面输送机导向并在其上移动,而工作面输送机与液压支架又互相为支点移架和推溜,因此三者的相关尺寸应能协调。
1、工作面输送机与液压支架配套
(1)工作面无立柱空间宽度
R=B+E+W+X+d/2=630+100+1350+200+100=2380mm
式中:
R—工作面无立柱空间宽度,mm;
B—截深,mm;取630m;
E—煤壁与铲煤板间应留的间隙,取100mm;
W—工作面输送机的总宽度,1350mm;
X—支架前柱与输送机电缆槽间的距离,mm;取200mm;
D—立柱外径,mm;取200mm;
(2)支架顶梁悬臂长度和梁端距值
R=T+L=200+2180=2380
T—梁端距,mm;取200mm;
L—顶梁悬臂长度,mm;取
工作面无立柱空间宽度和支架顶梁悬臂长度与梁端距和值相等,选型合适。
(3)推移千斤顶行程为800mm,大于截深630mm,符合要求。
2、工作面采煤机与液压支架匹配
本面选用采煤机在采高方面机身厚度530mm,过煤高度C=455mm>300mm,符合要求;两者相加高度为机面高度A=530+455=985mm;支架最小支撑高度1600mm,过机高度Y=1600-985=615mm>200mm,符合要求。
3、工作面采煤机与工作面输送机匹配
经生产能力配套计算可知两者运输能力匹配,由上部尺寸计算可知与输送机尺寸匹配。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架选型设计
1、22下山煤柱二面煤层可采厚度为2.4m,根据康城煤矿近几年工作面的成功经验,结合现有条件,决定22下山煤柱二面选用ZF2400/16/24BG型支架,回采方式为一次采全高。
2、待选择液压支架技术特征
表3ZF2400/16/24BG型液压支架技术特征表
项目
技术特征
单位
型号
ZF2400/16/24BG
支撑高度
2000~2400
mm
宽度
1400~1570
mm
中心距
1500
mm
初撑力
1682~1852
kN
工作阻力
2132~2417
kN
支护强度
0.91
MPa
对底板最大比压
0.39~0.83
MPa
适应倾角
≤25°
泵站工作压力
31.5
MPa
外形尺寸
5000×1400×2000
mm
支架重量
7.4
t
3、采用经验公式验算(计算公式出自《煤矿作业规程编制指南》):
(1)工作面合理的支护强度
Pt=9.81hrk=9.81×2.4×2.1×6=296.7kN/m2
式中Pt—工作面合理的支护强度,kN/m2;
h—最大采高,2.4m;
r—顶板岩石重力密度,t/m³,取2.1t/m³;
k—支架支护的上覆岩层厚度与采高之比,取6
(2)液压支架支柱的实际支撑能力
由液压支架技术特征表知:
ZF2400/16/24BG型液压支架工作阻力2132~2417KN,支架最小控顶距为3.18m,最大控顶距为3.68m,中心距为1.5m,顶梁有效支护顶板面积为5.145m2,所以支架实际支护强度为:
2417÷5.145=414.38kN/m2>296.7kN/m2,支架选型符合要求。
二、超前支护计算
1、单体液压支柱的实际支撑能力
工作面使用DW25-250/100X,计算如下:
Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R=0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×250
=211.6125kN
式中R—支柱额定工作阻力,为250kN;
kg—工作阻力影响系数,取0.99;
kz—增阻系数,取0.95;
kb—不均匀系数,取0.9
kh—采高系数,取1.0;
ka—倾角系数,取1.0。
2、合理的支柱密度
本面两巷原支护方式为锚网梁支护,现采用单体液压支柱配合1m铰接梁对工作面进行加强支护,锚网巷道超前支护实际所需支护强度:
Pt=346.1-236=110.1kN/㎡
支护密度:
n=Pt/Rt=110.1÷211.6125=0.5根/㎡
式中n—支柱密度,根/㎡;
Rt—支柱实际支撑能力,kN/根
本工作面运、付巷超前支护长度均为20m,由此计算可知两巷超前备修各需用单体数为:
20×2=40(根)
3、本面两巷超前支护采用顺硐梁形式支护,使用液压单体支柱配合1.0m铰接顶梁支护顶板,工作面煤壁至切顶线范围内采用顺硐梁支护,梁间距不大于500mm,一梁两柱支护。
工作面沿煤壁超前5m布设三排顺硐梁,采用一梁一柱支护;5-20m为两排顺硐梁,采用一梁一柱支护。
运巷顺硐梁在巷道中布设位置为由下帮至上帮间隔距离分别为1m、1m、1m、0.4m(三排);1m、2m、0.4m(两排)。
人行道布置在巷道上帮、中间,净高不低于1.8m,净宽不少于0.8m。
付巷顺硐梁在巷道中布设位置由下帮至上帮间隔距离分别为0.5m、1.4m、1m、0.5m(三排);0.5m、2.4m、0.5m(两排)。
人行道布置在巷道下帮、中间,净高不低于1.8m,净宽不少于0.8m;
当矿山压力增大或顶板破碎,原支护不能满足现场要求时,应沿原超前支护及时补下顺硐梁,采用一梁一柱支护顶板。
运、付巷超前支护采用DW25型单体液压支柱,若工作面条件发生变化,DW25型单体不能满足使用条件时,则使用DW31.5型单体液压支柱。
三、乳化液泵站
1、泵站选型、数量
选用BRW200/31.5C型乳化泵两台,RX200/16型乳化泵箱一台。
2、泵站设置位置
泵站布置在22下山三联巷与22皮带下山交叉口以里10m处(三联巷内)。
3、泵站使用规定
(1)开泵前,检查乳化液箱的液量大于箱体的2/3,用浓度计检查乳化液浓度在3%~5%之间,每次加水和加油后,都必须检查一次乳化液浓度。
(2)开泵时,时刻注意泵的声音,正常时声音清新,压力大于或等于30MPa;若发现异常,立即停泵处理。
(3)泵站司机必须经培训合格,持证上岗。
(4)泵站及液压系统完好,不漏液;有维修保养制度,并设专人维护,保证设备性能良好。
4、泵站司机岗位责任制
(1)负责液压泵向工作面液压支架、液压支柱供液工作。
(2)保持3%~5%浓度乳化液。
油箱油位应保持在箱高3/4处。
加油时严防脏物混入,使用专用容器装运油料,油孔保持清洁,油箱盖要盖严。
(3)开泵前要检查油箱有否异常,泵内润滑油要在油标中间,柱塞腔上滴油箱要保持足够润滑油。
(4)开泵时应关闭液箱出液阀门,开动电机空转5~10min,打开放气螺堵,放尽高压腔内空气,逐级加载,在温升正常无泄漏、无抖动及其他异常现象时才能开放,向支架供液。
(5)泵站卸载阀与安全阀的动作压力要经常调整。
整定值不能太近,更不能同时动作。
安全阀如先动作或动作次数较多时要检查原因,调整动作压力,保证泵站安全运转。
(6)调整卸载阀压力时,不得向外输液。
(7)停止供液或检修泵站时,必须关闭吸液阀,切断电源。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用ZF2400/16/24BG型液压支架支护顶板,全部跨落法控制顶板,采空区顶板随支架前移自行跨落充填。
支架最大控顶距3.68m,最小控顶距3.18m。
工作面内采用追机移架的方法对顶板进行及时支护,在采煤机割煤后,先移支架,后移运输机。
正常情况下,采用及时移架少降快移一次到位的方式移架,正常移架滞后采煤机后滚筒3~5架,不超过6架,移架后端面距不大于200mm。
支护要求:
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过9m,防止长时间空顶。
3、工作面支架中心距保持1500±100mm,支架歪斜不超过±50mm,架间距不超过200mm,支架与运输机保持垂直,偏差小于50mm,垂直顶底板支撑,拉线移架,支架直线性偏差不得超过±50mm。
4、泵站压力不低于30MPa,支架初撑力不低于24MPa,前梁及顶梁接顶严密,受力状态良好,当支架上顶板冒高超过300mm时,应用木料接顶。
5、相邻支架不得有明显错茬(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤、不咬、不歪。
6、工作面液压支架实行编号管理,并坚持二次注液,确保初撑力达到24MPa以上。
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- 22 下山 煤柱二面 规程
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