采煤工作面作业规程.docx
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采煤工作面作业规程
第一章地质概况
第一节工作面位置及井上下关系
1250工作面位于125盘区下山下部的南翼,走向长度850m,倾斜长190m,可采储量902538T。
采高控制在3.8m,预计可采期11个月。
在工作面的回采范围内由于受到冲刷带及断层构造的影响将对回采煤质产生影响。
第二节地质说明书
工作面回采地质说明书
概况
煤层名称
12
水平名称
1150
采区名称
125下山
工作面名称
1250
地面标高(m)
1205-1240
工作面标高(m)
1030-1060
地面位置
五上山进风井口正东1332m和1522m处分别为1250回和1250运与125皮带下山的交叉点,以此两点为起点向南延伸840m即为该工作面的圈定范围。
井下位置及四邻采掘情况
本工作面位于125下山的南翼,南为五虎山井田,北为125下,西为1258采空区,东为黄白茨井田。
回采对地面设施影响
本工作面相对于地表没有重要建筑物。
走向长(m)
840(从125皮下算起)
倾向长(m)
190
面积(m2)
159600
煤层情况
煤(矿)层总厚(m)
4.6
煤层结构(m)
煤层倾角
6°-9°
均7°
0.2-.0.45(0.2-0.4上矸)0.35(0.05)0.70(0.08)0.22(0.10)0.9(0.16-0.27中矸)1.3(0.3-0.5三矸)1.05
均7°
可采系数
0.96
变异系数(%)
16.8
稳定程度
较稳定
本工作面所采层煤结构较复杂,回采部分含有3-5层厚度≥0.05m夹矸,其中中矸较为稳定,平均厚度0.20m。
其余2-4层夹矸均不稳定,厚度在0.05-0.10m之间。
本面回采部分为上矸和三矸之间煤层,故本面回采部分不含上矸和三矸。
本面所采煤层内生裂隙发育,易产生片帮。
煤质情况
M
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
1.98
24.46
33.46
24.32mj/kg
2.16
22mm
JM
煤层顶底板情况
顶板名称
岩石名称
厚度(M)
岩性特征
老顶
细砂岩
14
深灰色,成份以石英长石为主,含少量白云母及植物化石.
直接顶
粘土岩
2.9-10.5
灰黑色,块状,含少量黄铁矿及植物化石。
直接底
粘土岩
6.8
灰黑色,块状,含煤屑及植物化石。
老底
细砂岩
3
灰色条带状、含云母
地质构造情况
本工作面所采煤层走向320°-358°,倾向50°-88°,倾角6°-9°,下面为地质构造情况:
在1250工作面北部回风巷一侧揭露一煤层变薄带,宽28m,变薄带煤层最薄处为0.2m,预计此地质构造会向运输巷一侧延伸30-50m,将会给1250工作面的正常回采构成一定影响。
水
文
地
质
情
况
及
防
治
水
措
施
1、该面所采煤层自身干燥无水。
2、1250工作面上部对应的采空区为0910采空区,据西安煤科院提供资料显示0910采空区内有积水,已进行了探放水工作,已放水31700m3,已施工3个钻孔,尚有4个钻孔正在施工中。
最大涌水量
m3/min
正常涌水量
m3/min
影响回采的其他地质情况
瓦斯
CO2:
11.2m3/min;CH4:
5.42m3/min(通风区提供)
煤尘
煤尘爆炸指数为41.3%,有爆炸危险性
煤的自燃
所采煤层自燃发火期为12个月
普氏硬度(f)
煤层
类矸
直接顶
直接底
1.5
2.5
5—6
5—6
储量计算
块段号
走向长(m)(游标值)
倾斜长(m)(常数)
斜面积(㎡)
煤厚(m)
容重kg/m3)
工业储量(T)
回采
率(%)
可采储量(T)
850
190
159600
4.6
1.45
1064532
902538(3.9m)
问题及建议
1、通过煤层变薄带时,应采取相应措施,以减少对设备的损害。
2、应尽量以上矸做为回采时的顶板,严禁破上矸回采,以减少煤质灰份。
3、顶底板岩性一栏的底板是指12层全层煤的底板,回采时应尽量以三矸为底板。
除煤层厚度达不到采高要求时,允许破三矸回采,正常情况下严禁破三矸回采,以减少煤质灰份。
4、本工作面所采煤层自身较干燥,煤尘较大,回采过程中,应加强灭尘工作。
5、必须等探放水工作结束后进行过专题会议讨论后方可进行回采。
6、地表18号火区位于1250工作面的北部,1250上部6、7、8、9层均已采空,火区产生的CO1将会对1250工作面的正常回采构成影响,回采过程中应采取相应措施控制CO1超限。
第二章采煤方法
第一节采煤方法
一、工作面参数
项目
单位
数量
项目
单位
数量
项目
单位
数量
工作面编号
1250
爆炸指数
%
41.3
采高
m
3.8
倾斜长度
m
190
CH4涌出量
m3/min
5.42
容重
kg/m3
1.45
走向长度
m
850
可采长度
m
819
地质储量
T
1064532
煤层倾角
度
6-9
CO2涌出量
m3/min
11.2
回采率
%
96
自燃发火期
月
12
服务年限
月
11
可采储量
T
902538
二、采煤方法选择的依据
根据顶板分类,1250工作面12号煤层顶板为二类顶板,正常回采阶段,直接顶一般无悬顶或悬顶面积很小,随放顶能及时垮落,垮落的顶板基本能够充满采空区,因此本工作面采用全部垮落法管理顶板。
根据煤层赋存状况和盘区开拓设计确定本工作面采取走向长壁后退式综合机械化回采,盘区内前进式推进。
三、采煤方法
1250综采工作面采用区内前进走向长壁后退式综合机械化采煤方法,全部垮落法充填采空区。
第二节采区设计及工作面巷道布置
1250工作面位于125盘区下山下部的南翼,盘区内采取前进式推进,工作面采取后退式回采。
本工作面共有服务巷道3条。
1、1250运输巷——主要运输巷道及主要进风巷道及放置配电设备列车及乳化液泵站,巷道净宽4.6m,净高3.2m,净断面积14.72m2,顶板采用锚杆-钢带-锚索-钢筋网联合支护,两帮采用三排玻璃钢锚杆支护。
巷内铺设DSP-1080皮带一部,皮带机头处施工漏煤眼一个。
2、1250回风巷——用于设备、材料的运输及回风,巷道净宽3.2m,净高3.2m,净断面积10.24m2,顶板采用锚杆-钢带-锚索-钢筋网联合支护,两帮采用三排玻璃钢锚杆支护。
3、切眼——用于回采设备的安装及初采的工作场所,巷道净宽6.8m,净高3.2m,净断面积21.76m2,顶板采用锚杆-钢带-锚索-钢筋网联合支护,两帮采用三排玻璃钢锚杆支护。
第三节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用MG300/730KW型双滚筒采煤机落煤;采用SGZT/400型双中心链可弯曲刮板运输机采面运输;采煤机滚筒配合采面运输机推移装煤;PCM-200型双中链转载机转载,DSP-1080皮带运输巷运输;工作面采用ZZ4800/22/42型支撑掩护式液压支架支护顶板,全部垮落法管理顶板,放顶步距0.6m。
二、工艺流程
三、进刀方式
本工作面回采割煤时采用工作面中部斜切进刀,进刀长度27m,往返一次割煤一刀,随割煤顺序依次移架,移架滞后割煤6~9m,返空刀清浮煤,滞后煤机后滚筒9~15m推移采面输送机。
三、工作面正规循环生产能力W(T)
W=LShr=190×0.6×3.8×1.45=628.14T
式中:
W:
工作面正规循环生产能力,T;
L:
工作面倾斜长度,190m;
S:
工作面循环推进长度,0.6m;
h:
采高,3.8m;
R:
煤的容重,1.45T/m3;
第四节设备配置
1、采煤机MG300/730-WD型双滚筒采煤机一部,无链牵引,牵引速度0~7.1m/min。
滚筒直径2.2米,螺旋头数3条,截齿安装2×48个,摇臂上、下摆角度42.8°-22°,采高范围0~4.2m。
2、刮板输送机SGZ764/400型双中心链可弯曲刮板输送机一部,刮板链链速1.1m/s,刮板间距1.0米,刮板中心距120mm,运输能力800t/h,铺设长度90米,前后双电机驱动,功率2×200KW,电机转速1475r/min。
3、转载机SGZ764/200型双中心链,刮板链链速1.33m/s,刮板间距920mm,爬坡角度为100,运输能力1000t/h,铺设长度40米,电机功率200KW,电机转速1480r/min。
4、破碎机PCM-110主动重锤式破碎机,电机功率110KW。
5、乳化液泵MRB—200/31.5型,泵站供液压力31.5MPa,流量120L/min,电机功率125KW,泵站采用两泵一箱配置,一台工作一台备用。
6、液压支架ZZ4800/22/42型支撑掩护式支架,工作阻力4800KN,初撑力4364KN,支撑高度2.2m~4.2m,平均支护强度0.66~0.75MPa,对底板比压1.53MPa,支架宽度1470mm,重量14.3T,采面共使用126架。
附图:
采煤机进刀方式示意图
附图:
工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
根据本工作面地质条件,设计使用ZZ4800/22/42型支撑掩护式支架支护顶板。
1、采用经验公式计算
Pt=9.81hrK=9.81×3.8×2.5×4=372.78KN/m2
式中:
Pt:
工作面合理的支护强度KN/m2;
h:
采高,3.8m;
r:
顶板岩石容重,2.5KN/m3;
K:
应支护的上部顶板系数,取4。
支架应支护的强度小于支架的设计支护强度。
2、对底板比压(12层煤底板抗压强度20MPa)
Y=FK1K2=1.53×3×1.2=5.508MPa≤20MPa
式中:
F:
支架对底板比压,1.53MPa;
K1:
底板载荷集中系数,取3;
K2:
底板撒水系数,取1.2。
经计算支架的设计能力符合工作面的支护要求。
3、供液系统的确定
本工作面选用MRB200/31.5型乳化液泵站供液,泵站供液压力31.5MPa,最远供液距离330m,供液管路使用φ31.5mm承压钢编管。
泵站安放在1250运输巷,供液管路经1250运输巷至1250工作面机头到达工作面支架。
乳化液配比浓度3%~5%。
第二节工作面顶板控制
1、工作面回采时采用全部垮落法管理顶板。
2、本工作面使用液压支架支护顶板,液压支架切顶、放顶,机尾使
附图:
1250综采工作面支护图
用端头支架支护顶板。
放顶步距0.6m,最大控顶距端头4.98m,中部4.68m;最小控顶距端头4.38m,中部4.08m。
由于本工作面煤层顶板在回采过程中随放顶而垮落,因此在回采过程中不需要采取强制放顶措施。
3、在工作面割煤时随割煤及时移架支护新暴露的顶板,移架后及时打开护帮板支护煤壁。
移架采取本架操作顺序移架,移架滞后割煤最大10m,顶板破碎时追机移架。
煤机返空刀后滞后煤机后滚筒15~20m顺序推移采面输送机。
当采面停止割煤后,伸出采面全部支架的护帮板。
移架时要求降架高度10~20cm,即要求支架带压擦顶移架。
4、工作面正常回采时,工作面顶板按照正常回采管理顶板,遇到地质构造或特殊情况,另编写安全技术措施。
第三节运输巷、回风巷顶板控制
1、运输巷、回风巷超前支护
本工作面要求安全出口的高度不小于2.4m。
两巷超前支护距离不小于20m。
超前支护方式:
回风巷:
两排倾向架棚支护,每架棚保证一梁二柱,回风巷板梁规格3000×250×100mm,支柱使用3.5米单体液压支柱,排距1.2m,柱距2.0m,单体支柱靠两帮距离0.6m。
运输巷:
三排倾向架棚支护,每架棚保证一梁三柱,运输巷板梁规格4000×250×100mm,支柱使用3.5米单体液压支柱,以装载机未标准,第一排支柱打设在距下帮0.2m,第二排支柱打设在距第一排支柱2.0m。
第三排支柱打设在距上帮0.5m。
割完一刀煤时,开始拉转载机,在拉转载机时,必须将超宽地点的液压支柱卸掉,使转载机前移后将卸掉的支柱补打;割完二刀煤时,采面机头、机尾同时回撤超前维护支柱,回柱放顶时,必须由三人作业,一人观顶、两人回柱,严禁单人作业。
两巷超前支护共使用3.5米单体液压支柱120根。
2、回风巷的维护
2.1按《综采作业规程》中超前维护的维护,在正常情况下,维护长度不得小于20米;超宽必须使用三排支柱维护。
2.2单体液压支柱打起时必须要有防倒装置(超前维护),即用钢丝绳或尼龙绳将相邻支柱拴好。
2.3单体液压支柱必须支撑有力,严禁打在浮煤或浮矸上。
2.4单体液压支柱必须完好无漏液,严禁使用失效、泄液支柱。
2.5单体液压支柱的手把和三用阀必须与巷道平行。
2.6回柱放顶时,必须由三人协同作业,一人观顶、两人回柱,严禁单人作业。
2.7单排支柱回柱放顶工作,必须滞后移架放顶。
2.8各抬棚木板梁必须平面与顶板接触,从而增加稳定性及支护质量。
2.9各单体支柱必须打在实底上,严禁打在浮煤或浮矸上。
第四节矿压观测
1、工作面支架压力观测
工作面第一部支架安设液压压力表,距第一架间隔10架在支架的前后立柱上安设一组液压压力表,共有13架上液压压力表。
保证支架移架升紧后初撑压力不小于泵站供液压力的90%即不小于25.2MPa。
2、顶板离层仪
本单位作业人员要对两巷顶板离层指示仪认真检测,每班必须有专人检测记录读数,读数在0~1cm时可以视为正常,但要加强检测;读数超过1cm则必须采取措施加强支护;检测工作由技术员负责。
3、信息处理
每班的数据收集后,由技术员对观测数据进行整理分析,如果存在处理不了的问题必须与队长勾通后,提出相应的处理意见,制定处理措施,审批后按措施组织施工。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤线路
1250工作面落煤点→采面溜子→1250运输巷→125皮带下山→大巷煤仓→201大巷→井口煤仓。
二、运料行人
回风巷材料由地面→三号主井→301大巷→125斜石门→125轨道下山→1250回风巷。
运输巷材料由地面→三号主井→301大巷→125斜石门→125轨道下山→1250运输巷。
人员由地面→三号副井→301大巷→125斜石门→125轨道下山→1250回风巷、1250运输巷→1250工作面。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
新风:
地面→(201大巷、301大巷、五上山进风井)→125皮下→1250运输巷→1250工作面
乏风:
1250工作面→1250回风巷→125轨道下山→125总回风井→四号主扇扩排
二、风量计算
1、按工作面同时工作最多人数计算
Q采=4n=4×40=160m3/min
式中:
Q采:
工作面实际需要风量m3/min;
N:
工作面同时工作最多人数,人。
2、按CO2涌出量计算
附图:
运输系统示意图
Q采=67QCO2k=67×11.2×1.5=1125.63/min
式中:
QCO2:
工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量,11.2m3/min;
67:
瓦斯涌出量配风量,按回风流瓦斯浓度不超过1.5%取67计算;
k:
不均衡系数,取值1.2。
3、按工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1.0%的要求计算
Q采I=100×q采i×KCH4i,m3/min
式中:
Q采I—第i个采煤工作面实际需要风流,m3/min
q采i—第i个采煤回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量,m3/min
KCH4i—第i个采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数。
Q采=100×q采×KCH4
=100×5.26×1.5
=789m3/min
4、按气象条件计算
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温=735.96m3/min
Q基本=60×工作面平均控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1m/s)=60×4.38×3.8×70%×1.0=699.048m3/min
K采高—回采工作面采高调整系数,取1.0
K采面长—回采工作面长度调整系数,取1.1
K温—回采工作面温度与对应风速的调整系数,取1.0
5、按工作面温度选择适宜风速计算
Q采=60×V采×S采=60×1.0×16.64=998.4m3/min
V采—回采工作面适宜风速,取1.0m/s
S采—工作面最大控顶断面积,3.8×(4.68+4.08)÷2=16.64
5、按风速进行验算
a、按最低风速验算,工作面的最小风量
Q采=60×0.25×S采=60×0.25×16.64=249.6m3/min
b、按最高风速验算,工作面的最大风量
Q采=60×4×S采=60×4×16.64=3993.6m3/min
故工作面风量取1125.6m3/min可满足通风要求。
第三节供排水及灭尘、灭火系统
一、供排水系统
1、供水
五上山水池→下水钻孔→201大巷→125皮带巷→125皮轨联络巷→125轨道下山→1250回风巷
五上山水池→下水钻孔→201大巷→125轨道下山→1250运输巷
2、排水
回风巷积水→125轨道下山→125皮带巷水仓→135皮带巷→201大巷→地面
运输巷积水→125皮带巷水仓→201大巷→地面
3、灭尘、灭火系统
1250运输巷的供水管路每隔50米安装1个消火栓;1250回风巷100米安装1个消火栓,1250回、运应各安设三组隔爆水袋组第一组安设在50米以外,第二组安设在300米处,第三组安设在550米以外。
隔爆水袋组的安装工作由灭尘队负责。
工作面灭尘由1250回、1250运供水管进入采面支架的架间喷雾装置,1250回、1250运设净化水幕,1250运输巷各转载点设喷雾装置,由灭尘队负责安装。
管理使用由综采队负责。
附图:
通风系统示意图
附图:
防尘、排水系统示意图
附图:
安全监测系统示意图
第四节供电
一、概述
1250工作面位于125盘区,走向长度850米,倾斜长度190米,采用一次采全高长壁后退式采煤方式。
供电采用移动变电站至采区配电点方式供电。
二、工作面负荷统计
1、电压等级1140V供电
采煤机组一台,电机容量为730KW;刮板运输机一台,电机容量为2×200KW;转载机一台,电机容量为200KW;乳化液泵两台,其电机容量为125KW;电机容量为110KW;破碎机一台,电机容量为110KW。
2、电压等级660V供电
带式输送机一台,电机容量为160KW+8KW张紧绞车一台;其它辅助设备如:
绞车4部、水泵6台。
工作面负荷统计表:
名称
型号
数量
地点
额定功率KW
额定电压KW
采煤机
MG—300/730WD
1台
1250切眼
730KW
1140v
刮板运输机
SGZ—764/400
1部
1250切眼
400KW
1140v
转载机
SZZ--764/200
1部
1250运
200KW
1140v
破碎机
PCM--110
1台
1250运
110KW
1140v
乳化泵
MRB--200/31.5
1台
1250运
125KW
1140v
带式输送机
DSP--1080/1000
1部
1250运
8KW+160KW
660v
调度绞车
JD-25
3部
1250运
3×25KW
660v
回柱绞车
JH-22
1部
1250回
22KW
660v
潜水泵
BQW20-18
1部
1250运
18KW
660v
潜水泵
BQW20-7.5
3部
1250回
3×7.5KW
660v
无极绳绞车
JWB-75
1部
1250回
75KW
660V
经上表计算:
(1140v)∑P=1565kw(660v)∑P=372.5kw
三、工作面供电方式及供电电压的选择确定
1、工作面采用6KV电压深入采区工作面可移动式变电站供电,高压6000V,低压1140V。
2、本工作面根据机械设备采用1140V、660V、照明127V。
3、1250回风巷、运输巷设备电源取自原1258运口处,高压6000V,低压660V。
四、负荷统计及变压器的选择
1、变压器容量、台数及型号的确定(6000/1140)
1.1需用系数法统计负荷
Kr=0.4+o.6Pn,max/∑Pn
=0.4+0.6×730/1565
=0.68
式中:
Pn,max:
容量最大的那台电动机额定功率kw
∑Pn:
工作面用电设备的额定功率之和kw
1.2变压器的选择
变压器容量的选择计算
Sb=∑PnKr/cosΦpj
=1565×0.68/0.9
=1182.4KVA
式中:
Sb:
变压器的计算容量,KVA
CosΦpj:
由变压器供电的用电设备的需用系数和加权平均功率因数,选用0.9
∑Pn:
由变压器供电的用电设备的额定功率之和,KW
根据以上计算选用2台800KVA移变,型号为KBSGZY-800/6可满足供电要求。
额定容量为800KVA,额定电压、高压6KV,低压1.2KV,损耗(W):
空载2550(W),短路6000(W),阻抗电压6%,(查表得)
一次额定电流:
77A一次额定电流:
384.9A
五、工作面符合分配(详见供电系统图)
六、工作面电缆的选择
1、电缆的选择原则
1.1电缆实际流过的长时间电流需小于或等于电缆允许的载流量。
1.2正常运行时,电缆回路的实际电压损失必须小于或等于该设备允许的最小启动电压。
1.3应保证最远端容量最大电动机的启动端电压不低于该设备允许的最小启动电压。
1.4根据设备离可移变动变电站的距离,确定巷道中电缆的长度,橡套电缆按10%余量考虑。
2、变电所至采面可移动变电站电缆选用
UGSP3×502×1600m
3、低压电缆的选择见表
用电设备
型号
长度(m)
采煤机
UCPQ3×70+1×25+7×6
2×400
刮板机
UPQ3×50+1×25
400
刮板机
UPQ3×50+1×25
200
破碎机
UPQ3×35+1×16
200
乳化液泵
UPQ3×50+1×25
2×15
转载机
UPQ3×50+1×25
145
带式输送机
U3×70+1×16
250
1250运输巷
U3×50+1×16
990
1250回风巷
U3×35+1×10
800
七、电缆截面选择计算
因1140V的供电功率最大,因此电缆选择校验中只对1140V供电系统进行计算.
1、按持续允许电流选择电缆截面(线路最长,负荷最大)
三台以上(包括三台)电动机供电的电流可按下式计算:
煤机电缆:
式中:
:
电缆所供的电动机额定功率之和,730kW;
:
需用系数,0.68
:
平均功率因素,0.8
:
电网额定电压,1140V。
代入数据得IW=314A
初选2根70mm2电缆(UCPQ3×70+1×25+7×6),长期连续负荷允许载流量215A,满足要求
采面溜子电缆:
式中:
:
电缆所供的
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