1013回采作业规程Word下载.docx
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地质构造
该工作面为一水平11煤层工作面,地质条件较复杂,采面局部煤层产状有变化,掘进时揭露的具体断层见下表:
构造
名称
走向
(°
)
倾向
倾角
性质
落差
(m)
实见位置
对回采的
影响程度
FS159
91
179
67
正断层
1.5
外风道
有一定影响
FS160
113
23
60
3.5
有较大影响
FS161
88
358
34
0.8
FS162
73
163
52
0.9
里风道
FS164
147
237
38
4.5
运道
FS152
111
21
81
1.0
FS154
131
41
82
FS155
177
26
71
3.0
FS166
101
190
40
2.0
FS165
45
315
31
1.2
第七条
煤层顶、底板岩性表
顶底板
名
称
岩石
厚度
抗压强度
(MPa)
抗拉强度(MPa)
岩性特征
老
顶
泥岩~泥质粉砂岩
6.0
45.5
1.39
上部3~5m以泥岩为主,含结核,下部为泥质粉砂岩。
直接顶
泥岩及砂岩
15.2
40.6
0.61
上部为泥岩,褐色,含植物根化石,中部为灰黑色泥质粉砂岩,下部为泥岩,灰黑色,致密细腻,贝壳状断口,偶见化石及铁质结核。
直接底
泥岩~粉砂岩
4.00
59.4
1.99
上部为0.5m厚泥岩,黑色碳质,含少量根化石,呈片状,下部为深灰色粉砂岩,致密坚硬,断口参差状,植物化石密集,有擦痕,节理发育。
第二章
采煤方法
第八条
巷道布置
巷道名称
巷道长度(m)
支
护
形
式
棚距(m)
规格:
(宽×
高)㎡
备注
运
道
532
8.9㎡金属拱型支架
0.6
3.8×
2.4
运道皮带储带仓50m范围采用10.4m2金属拱型支架支护,棚距0.5m
352
8.9㎡金属拱型支架
106
第九条
采煤工艺
一、采煤方法
采用走向长壁后退式采煤法。
二、采煤工艺
㈠工作面采煤工艺:
综合机械化采煤工艺,即工作面采用MG2×
125/580-WD型双滚筒采煤机,ZY4000/10/23型掩护式液压支架及SGZ-730/400型刮板输送机完成煤的“破、装、运”及顶板的支护、采空区的处理。
㈡采煤工艺流程:
正常情况下及时移架:
割煤—伸前梁—移架--顶溜
顶板破碎时超前移架:
割煤—伸前梁—顶溜—移架
割煤:
采用MG2×
125/580-WD型双滚筒采煤机割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,通过滚筒的螺旋叶片配合铲煤板装煤,截深800mm,进刀方式为端部斜切进刀,割三角煤,往返一次割两刀。
移架:
支架为邻架操作,操控方向为面对支架方向左控制右,头组支架为第2组控制(即第2组支架安设两个操作台,一个操作台控制头组支架,另一个操作台控制第3组支架)。
割煤后,沿割煤方向及时移架,支架移到位,升至初撑力3090kN(即大柱压力表读数达到24Mpa)以上后,手把复位。
如顶板破碎时,超前移架。
移溜:
刮板输送机弯曲长度不小于15m。
操作时,支架工要相互配合,将刮板输送机移向煤壁,步距800mm,保证刮板输送机直率。
㈢采高确定:
根据煤层赋存条件、上下出口替板高度、直接顶垮落充填情况、采煤机采高及ZY4000/10/23液压支架性能,综合确定合理的采高为1.5~1.7m,当煤层厚度发生变化时随时调整,但最大不得超过2.2m,最小不得低于1.4m。
第十条
设备配置表:
序号
型
号
功
率
数量
使用地点
1
采煤机
MG2×
125/580-WD
580kW
工作面
2
刮板输送机
SGZ-730/400
200kW×
3
液压支架
ZY4000/10/23
98
里面76组,外面22组
4
转载机
SGB-730/40
40kW×
5
皮带运输机
SDJ-150
75kW×
6
SGB-40T
40kW×
3
7
组合开关
QJZ-2000/1140
8
馈电开关
KBZ2-1000/1140(660)
9
变压器
KBSG—800/6
800kVA
10
绞车
JH-8
13kW
运道、里外风道
11
JD-1.6
25kW
12
JH-14
17kW
13
乳化液泵
BRW200/31.5K-XR200/16
125kW
1015风道外口
第十一条
工作面电缆装备表:
电缆名称
MY3×
25+1×
16 0.38/0.66KV
风道、运道
50+1×
25 0.38/0.66KV
风道
MYQ0.3/0.53*4+1*2.5
MCPJR3×
95+1×
50/3+3×
2.50.66/1.14KV
风道、工作面
MCPTJ3×
16/3+3×
2.5 0.66/1.14KV
MHYV4×
第三章
顶板管理
第十二条
支护设计
一、顶板分析
㈠老顶分级
Pe=241.3ln(Lf)-15.5N+52.6hm
(《矿山压力与岩层控制》钱鸣高、石平五主编)
式中
Pe--老顶初次来压当量,kPa;
Lf--老顶初次来压步距,m;
N--直接顶充填系数,N=hi/hm;
(由于hi/hm比值大于6,所以取6)
hi--直接顶厚度,m;
hm--煤层采高,m;
Pe=241.3×
ln12-15.5×
6+52.6×
1.7=596.051
Pe<895,因此,确定老顶为Ⅰ级,属于来压不明显顶板。
㈡直接顶
根据矿压组对同类工作面实测结果分析,预计直接顶初次垮落步距L0=10±
2m,介于8~12m之间。
因此,确定直接顶为II类,属中等稳定顶板。
㈢直接顶垮落充填情况分析:
∑h=M/(Kp-1)
∑h--充满采空区所需直接顶垮落厚度,m;
M--煤层采高,1.7m;
Kp--岩层垮落后岩层碎胀系数,取1.35。
∑h=1.7/(1.35-1)=4.86m<
15.2m,故直接顶能完全充填采空区。
二、煤柱形成支承压力区
随着工作面的切眼向前推进,工作面前后支承压力分布为三个区域:
应力急增区:
工作面煤壁前方0~18m;
应力升高区:
工作面煤壁前方18~56m;
应力缓升区:
工作面煤壁前方56~80m。
三、工作面巷道所受动压影响
风道、运道所受动压影响,即为压力高出原始应力部分,根据影响程度,压力急增范围的最大变形速度为原始应力区的7~10倍。
第十三条
工作面支护
1、工作面选用98组(里面76组,外面22组)ZY4000/10/23型掩护式支架支护。
2、工作面上下端头支护:
工作面上下端头使用HDJA-1200型金属铰接顶梁和DW25-250/100(或DW22-300/100)单体液压支柱配套进行支护,梁距450±
50mm,机头机尾上方控顶区双楔铰接梁保证插齐椭圆销,椭圆销用大锤打上劲,梁距超过500mm时,要及时调整梁距或建梁。
支架边至铰接金属顶梁间加卧一块3000×
170×
160mm3方木,一板至少三柱,单体液压支柱使用DW25-250/100(或DW22-300/100)单体液压支柱,3000×
160mm3方木随推采往前串或加补。
如腮部煤壁松软,易片帮、抽冒,必须用手镐刷帮,超前挂梁,上顶插严背实,煤壁侧护好帮。
为加强支护,在工作面刮板输送机机头双楔梁梁空内,加打两块4.0mπ型钢梁,以维护下端头,随工作面推进向前交错前串,一梁不少于三柱。
3.上、下出口支护:
上、下出口超前工作面煤壁4~9m范围内提前替回金属拱型支架,替回金属拱型支架用1/2φ180×
3000mm半圆(或3000×
160mm3方木),用DW25-250/100(或DW31.5-200/100或DW22-300/100)单体液压支柱配合HDJA-1200双楔金属铰接顶梁打走向托梁,单体液压支柱打在1/2φ180×
160mm3方木)与HDJA-1200双楔金属铰接顶梁相交处正下方,上、下出口各3趟,如巷道受动压影响较大时可各加打一趟托梁。
在上、下出口20m范围内加强支护,即在原有支护下方打单体液压支柱,柱头垫好木料或皮条,10m以内打双趟,10~20m范围内打单趟。
4.工作面支护强度计算
根据我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类,1013综采工作面顶板分类分级为:
直接顶为Ⅱ类,老顶Ⅰ级。
选用架型为掩护式液压支架,要求其支护强度应不小于:
P=n.m.r×
9.8×
10-6
式中:
P--考虑直接顶及老顶来压时的支护强度(MPa)
n--安全系数,n=6
m—工作面采高,m=1.7m
r--直接顶岩石容重,r=2500kg/m3
P=6×
1.7×
2500×
10-6=0.250MPa
工作面选用ZY4000/10/23型掩护式支架支护,该支架额定工作阻力为4000kN/组,支护强度为0.54~0.61MPa,所以ZY4000/10/23型掩护式支架满足矿压要求。
5.工作面上、下出口及端头支护密度计算
⑴根据矿压要求,上、下出口及端头支护密度应满足:
pr
0.250×
n=---=----------------------=1.11棵/m2
RT
0.95×
0.95×
250×
103
pr--工作面合理的支护强度,kPa;
n--工作面合理的支柱密度,棵/m2;
RT--工作面支柱的实际(有效)支撑能力,kN/柱;
RT=KB·
KZ·
RB
KB--支柱承载不均匀系数;
取0.95
KZ--增阻系数;
RB--支护回撤前所能达到的理论工作阻力,kN/柱;
取250
⑵支护强度校核:
①上、下出口支护强度校核:
1
n=------=-----------=1.67棵/m2
a·
b
0.8×
0.75
a--工作面单体液压支柱柱距,m;
b--工作面单体液压支柱排距,m;
②端头支护强度校核:
c
14
下端头支护强度校核:
n=---=-----=4.67棵/m2
d
8
上端头支护强度校核:
n=---=-----=2.67棵/m2
3
c--工作面上下端头单体液压支柱数,棵;
d--工作面上下端头面积,m2;
③上、下出口支护密度及上、下端头支护密度均大于1.11棵/m2,满足矿压要求。
第十四条
液压泵站流量计算和选型
1.泵站的额定流量应能满足支护和推移设备的推移速度要求,所需流量
Q=Q0×
×
K
=Q0×
3.0/1.5×
=2.4Q0(L/min)………………………………………………………
⑴
Q0—每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量,L;
V—采煤机最大工作牵引速度,根据工作面实际情况,取3.0m/min;
L—支架中心距或推移装置间距,取1.5m;
K—管路漏损、工人操作等影响系数,经验值K=1.1~1.3,这里取1.2。
2.每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量Q0计算:
(仅考虑降柱、升柱、移架、移溜四个主要动作,且按全程升、降立柱计算)
①两立柱升柱时所需供液量
ΔV=nлD2h/4
ΔV1=2×
3.14×
0.182×
0.555/4≈0.0282(m3)=28.2L
ΔV2=2×
0.252×
0.564/4≈0.0553(m3)=55.3L
ΔV=ΔV1+ΔV2=83.5L
n—立柱根数,2根;
D—立柱缸径,180/250mm;
h—升柱行程,555/564mm。
②两立柱降柱所需供液量
ΔVj=nл(D2-Dh12)h/4
ΔVj1=2×
(0.182-0.152)×
0.555/4≈0.0086(m3)=8.6L
ΔVj2=2×
(0.252-0.232)×
0.564/4≈0.0085(m3)=8.5L
ΔVj=ΔVj1+ΔVj2=17.1L
Dh1—立柱活柱外径,150/230mm。
③推移千斤顶移架所需供液量
ΔVty=ntл(Dt2-Dt12)ht/4
=1×
(0.142-0.072)×
0.9/4≈0.0104(m3)=10.4L
nt—推移千斤顶根数,1根;
Dt—推移千斤顶缸径,140mm;
Dt1—推移千斤顶活柱外径,70mm。
ht—推移千斤顶行程,900mm。
④推移千斤顶顶溜所需供液量
ΔVd=ntлDt2ht/4
0.142×
0.9/4≈0.0138(m3)=13.8L
根据上述分析,则每组支护、推移设备完成一个动作循环所需液量
Q0=Q供-Q回
=(ΔV+ΔVj+ΔVd+ΔVty)-(ΔV+ΔVd)
=124.8-97.3
=27.5L…………………………………………⑵
解⑴、⑵得Q=2.4×
27.5=66(L/min)
则Q泵≥Q=66(L/min)
根据开煤业生字〔2009〕25号第十九条“输出流量应大于或等于两倍液压支架的额定流量”的规定,初选BRW200/31.5K-XR200/16型乳化液泵(流量200L/min)。
3.依据两立柱升柱每分钟所需流量(移架过程中的最大流量)选择液泵
上述分析中已知,升柱供液量ΔV=83.5L,考虑到系统漏液系数K=1.1~1.3(取1.2),则ΔV实=ΔV×
K=100.2(L)。
若泵站流量Q泵=200L/min,则两立柱升起需要的时间t=ΔV实/Q泵=0.501(min),立柱升柱所需流量Q柱=ΔV/t=166.7(L/min)。
则Q泵≥Q柱=166.7(L/min)
BRW200/31.5K-XR200/16型乳化液额定流量为200L/min,能够满足使用要求。
因此,确定选择BRW200/31.5K-XR200/16型乳化液泵(两泵一箱配置,一台使用、一台备用)。
第十五条
工作面支柱回撤
⑴回柱顺序:
风道出口为先下帮后上帮,运道出口为先上帮后下帮,全部为由老塘往外回。
⑵机头、机尾要及时掏窝,控顶距最长不超过支架大柱后6.0m,最小控顶距为支架大柱后0.8m。
⑶回柱采用JH-8T绞车或使用手拉葫芦与人工配合作业。
⑷任何人员身体的任何部位不得进入无支护区域作业。
第四章
生产系统
第十六条
运煤系统
工作面→1013运道→1010皮带巷→1061运煤巷→1061溜煤井→1049皮带巷→主井→地面。
第十七条辅助运输系统
一、下井路线
地面→副井→1048大巷→1035斜井→1010轨道巷→1013风道
或地面→副井→1040回风巷→1061运煤巷。
二、上井路线
1013风道→1010轨道巷→1035斜井→1048大巷→副井→地面
或1061运煤巷→1040回风巷→副井→地面。
第十八条
供水系统
副井→0140回风巷→-246回风巷→0038斜井→0040回风巷→1038斜井→1040回风巷→1061运煤巷→1010皮带巷→1013风道、运道。
第十九条
排水系统
(1)1013工作面→1013风道→1010轨道巷→1035斜井→1048大巷→一水平水仓。
(2)1013工作面→1013运道→1010皮带巷→1010轨道巷→1035斜井→1048大巷→一水平水仓。
第二十条
供电系统
后附《供电设计系统图》,详见《供电设计》。
第二十一条
压风系统
(1)地面压风机房→副井→1048大巷→1035斜井→1010轨道巷→1010皮带巷→1013运道。
(2)地面压风机房→副井→1048大巷→1035斜井→1010轨道巷→1010皮带巷→1013风道。
第二十二条
监测系统
1013风道→1010轨道巷→1035斜井→1048大巷→副井→地面监测机房。
第二十三条
人员定位系统
地面→副井→1048大巷→1035斜井→1010轨道巷→1013风道。
地面→副井→1048大巷→1035斜井→1010轨道巷→1013运道。
第二十四条
通风系统
一、通风路线
1、新鲜风流:
副井→1048大巷→1035斜井→1010轨道巷→1013运道→1013工作面。
2、乏风风流:
1013工作面→1013风道→1061运煤巷→1040回风巷→主井→地面。
二、工作面风量计算
⑴按气象条件确定需要风量,其计算公式为:
Q采=60×
70%×
V采×
S采×
k采高×
k面长
=60×
1.0×
〔(4.35×
1.7+3.75×
1.7)/2〕×
1.1×
=318.3m3/min
V采——采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度选取,m/s,取1.0;
S采——采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2,取6.89;
K采高——采煤工作面采高调整系数,取1.1;
K面长——采煤工作面长度调整系数,取1.0;
70%——有效通风断面系数;
60——为单位换算生产的系数;
⑵按瓦斯涌出量确定需要风量,其计算公式为:
Q采=q采×
KCH4/(C-C0)
=0.26×
1.2/1%
=31.2m3/min
式中q采——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,m3/min,取0.26
KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.2;
C——回风流瓦斯允许浓度,不超过1%;
取1%;
C0——进风流瓦斯允许浓度,不超过0.5%;
(取0)
⑶按二氧化碳涌出量确定需要风量,其计算公式为:
Q采=q采×
KCO2/(C-C0)
=0.32×
1.2/(1.5%-0.5%)
=38.4m3/min
q采——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,m3/min,取0.32
KCO2——采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数,取1.2;
C——回风流中二氧化碳的浓度,不超过1.5%。
(取1.5%)
C0——进风流中二氧化碳的浓度,不超过0.5%。
(取0.5%)
经上述计算,工作面风量取其最大值,即按气象条件确定需要风量进行计算的Qcf=318.3m3/min。
三、工作面风量验算:
(1)按采煤工作面同时作业人数验算:
Q采≥4×
N
≥4×
50
≥200m3/min
N——采煤工作面同时工作的人数;
(根据循环作业劳动组织设计取50人)
4——每人每分钟需风量,m3/min。
根据采煤工作面同时作业人数验算:
Q采≥200m3/min,符合要求。
(2)按风速进行验算
15×
S最大<
Q采<
240×
S最小
a)验算最小风量
Q采小=15×
S最大
=15×
4.35×
1.7
=110.93m3/min
①S最大=l最大×
h采高
b)验算最大风量
Q采大=240×
S最小
=240×
3.75×
=1350m3/min
②S最小=
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- 1013 回采 作业 规程