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ZF201综采放顶煤工作面回采作业规程

ZF201综采放顶煤工作面

回采作业规程

工作面名称: 201综放工作面

编制人:

施工单位:综采队

施工负责人:

总工程师:

编制日期: 年月日

执行日期: 年月日

会审意见

会审单位及人员签名

总工程师:年月日生产矿长:年月日通风副总:年月日安全矿长:年月日机电矿长:年月日机电副总:年月日地测副总:年月日生产科:年月日安检科:年月日通防科:年月日地测科:年月日通防队:年月日

存在问题:处理问题:

目录

第一章概况 (5)

第一节工作面概述 (5)

第二节工作面位臵 (5)

第三节煤层 (6)

第四节煤层顶底板 (6)

第五节水文地质 (6)

第六节瓦斯和煤尘 (8)

第七节储量及服务年限 (8)

第二章采煤方法 (9)

第一节巷道布臵 (9)

第二节采煤工艺 (10)

第三节设备配臵 (17)

第三章顶板管理 (20)

第一节工作面顶板管理 (20)

第二节顺槽及端头顶板管理 (24)

第三节矿压观测 (25)

第四章生产系统 (27)

第一节运输系统 (27)

第二节通风系统 (27)

第三节瓦斯防治 (32)

第四节综合防尘系统 (32)

第五节防止煤层自燃灭火安全技术措施 (34)

1、垒叠土袋墙 (35)

2、喷洒阻化剂(选用) (35)

3、采空区注氮 (37)

4、束管监测 (38)

5、凝胶胶 (38)

6、黄泥灌浆安全技术措施 (39)

第六节防治水与排水系统 (41)

第七节供电系统 (41)

第五章六大系统 (43)

第一节通讯照明系统................................................... 错误!未定义书签。

第一节监测监控系统 (43)

第二节压风自救系统 (47)

第三节人员定位系统 (50)

第四节紧急避险系统 (50)

第五节供水施救系统 (52)

第六节通信、照明系统 (56)

第六章劳动组织和主要经济技术指标 (57)

第一节劳动组织 (57)

第二节主要经济技术指标 (59)

第七章安全技术措 (60)

第一节一般规定 (60)

第二节顶板管理 (63)

第三节通防及安全监测 (64)

第四节运输管理 (65)

第五节机电管理 (69)

第八章煤质管理 (83)

第九章避灾路线 (84)

一、工作面发生水灾时的避灾路线 (84)

二、工作面发生火灾或瓦斯、煤尘爆炸时的避灾路线 (84)

三、发生重大事故时的应急预案 (84)

第一章工作面概况

第一节工作面概述

XX矿业有限公司位于陕西省铜川市XX区西北50km处的XX镇,核定生产能力为90万t/a。

矿井采用斜井单水平开拓方式,综合机械化放顶煤开采方法。矿井沿走向划分为两个采区,首采区已开采101、102、103、105、123、122、121、120、119、118十个工作面,ZF201工作面为二采区首采工作面。

第二节工作面位臵

(工作面位臵图1)

ZF201工作面为走向长壁综合机械化放顶煤工作面,东临四号联巷,南、北部为未采区,西部为井田边界。工作面走向长度1438 m,倾斜长度124.5m。

地表为山峦地貌,地表标高为1650 m,201工作面地板标高1130 m,该处煤层埋深最大为520 m。

第三节煤层

ZF201工作面开采4-2煤层,煤层走向北东-南西,倾向西东,根据顺槽掘进期间的探查,煤层厚度6-9米,平均厚7.5米,煤层倾角为2-3°,倾向南东。

4-2煤为层状结构,属Ⅰ阶段的低变质烟煤,即长焰煤-不粘煤范畴。

第四节煤层顶底板

本区4-2煤层老顶为细粒砂岩,厚度约15.99米。岩性为浅灰—灰白色细砂岩—中砂岩,厚层状,较坚硬,属中等稳定的不易冒落顶板。

4-2煤层直接顶岩性以粉砂岩为主,厚度约1.5-2.0米。局部为泥岩、粉砂岩,水平层理发育,风化易破碎,属不稳定易冒落顶板。

本区煤层底板以泥岩、炭质泥岩为主,部分地段为粉砂岩,厚度约3.58米,属软弱岩石,遇水易膨胀。

第五节地质与水文地质

地质:

1、201采面地质构造简单,位于向斜构造的西部,煤层底板呈现南高北低,从南部煤层零点边界线至201运输顺槽,坡度平缓约为2 °。从201运输顺槽入口至北部煤层零点边界线,煤层底板呈现近水平状态,坡度约为0 °28 ′。201运输和回风顺槽从入口至西部煤层零点边界线,煤层底板呈现东低西高状态,坡度平缓约为0 °41′。

采掘情况:

2、依据201运顺、回顺现实揭露情况,整个工作面内未发现断层。有岩层裂隙存在,其走向与设计的巷道方向斜交。

3、根据巷道掘进揭露的煤层观测,煤层有以下5个特征:

(1)煤层中夹泥岩层呈现垂直或接近垂直状态,与水平面夹角在70°—— 90°之间。

(2)越往西部井田煤层O边界靠近,煤层逐渐变薄,煤层中夹杂的泥岩层出现的次数增多。

(3)夹杂的泥岩层厚度在1-30cm之间,泥岩质软,遇水变泥,与煤层分离。

(4)局部区域出现煤和泥的结合层,容易破碎。

(5)巷道在掘进过程中,形成了一定的空间,巷道在上覆岩层的巨大压力下,松软煤层、煤与泥岩互相分离的顶板会产生漏顶。

水文地质:

一、充水因素:

本采区煤层埋深约为500—700m,上部受多层隔水层的阻隔,地表水、新生界砂层孔隙水补给条件差。主要充水途径为:直接充水层和间接含水层延安组、直罗组砂岩裂隙水及采掘活动造成的采空区上方冒落裂隙带、底板岩层破坏产生的裂隙带。

1、充水水源:

影响本采区4-2煤采掘生产的主要充水水源有:4-2煤顶、底板砂岩裂隙水、顶板裂隙水及地表水渗入及采空区积水、渗水。

根据钻孔资料,4-2煤层顶板以上12.10m为粉砂岩,灰色、易破碎,呈块状,不显层理,具滑面。二采区中部煤层厚度最大,层理及裂隙较发育。4-2煤底板以下0.6~2.9m为碳质泥岩平均 1.75m,底板粉砂岩厚度为8.65m。据矿井地质报告,煤层直接含水层除延安组砂岩裂隙地下水与直罗组砂岩裂隙地下水。

2、正常涌水最及最大涌水量:

根据矿井每月排水量,矿井正常涌水最为10 m3/h。最大涌水量为15—20m3/h。

二、防治水措施:

1、坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水16字方针,认真执行探放水作业措施,并按照最大涌水量建立相应的疏排水系统,确保正常运转。

2、工作面回采前对顶、底板砂岩裂隙及直罗组砂岩裂隙层进行水文地质物探工作,针对探明的富水区域实施钻探,进行有目的的疏放,确保回采4-2煤顶、底板砂岩裂隙水彻底疏放。201回采工作面应提前做好防水措施。

3、加强对地质构造(断层)的分析、预报及探查工作,根据井巷揭露的实际资料,及时对地面地质勘探资料进行修改;并确保防水煤柱的完整性。

4、采掘期间加强水情观测,及时分析、预报,发现异常及时汇报有关单位和领导,以便及时采取有效的防治水措施。

5、利用井下钻探验证 ZK8— X23孔的封孔质量或地面进行检查,发现封孔质量不合格,必须进行重封。

第六节瓦斯、煤尘及自燃发火

依据201运、回顺工作面的统计,预计ZF201工作面绝对瓦斯涌出量为4.5m3/min,相对瓦斯涌出量为1.9m3/t。

煤尘具有爆炸危险性,爆炸指数为35%。

4-2 煤属于易自燃发火煤层,自然发火期为3-6个月,最短发火期为18天(老井记录),我矿无自燃发火现象。

第七节储量及服务年限

一、储量

1.准备煤量及计算

P M H L L Q ??+=2)(回运准

=(1438+1438)×124.5/2×7.5×1.38

=185.3万吨 2.回采煤量及其计算

Q 回=Q 准×c

= 185.3×85% =157.5万吨

二、服务期限

按15.0万吨/月计,工作面的服务期限为: Τ=157.5/15.0=10.5 (月)

第二章 采煤方法

第一节 巷道布臵 (工作面平面布臵图2)

一、工作面主要巷道

1、工作面运输顺槽

运输顺槽布臵在煤层中全长1450m ,巷道为矩形锚网支护,另加锚索

进行复合支护,运输顺槽断面净高3.0m,净宽5.2m,净断面积15.6m2。该顺槽为本工作面进风、煤炭运输之用。运输顺槽内布臵有φ50的供水、防尘管路一趟,压风自救管路一趟、φ50的注氮管路一趟、乳化液供回液管路各一趟,采煤机喷雾水管路一趟,束管监测管路等管线,并在靠顺槽下帮设臵转载机和胶带输送机。

2 、工作面回风顺槽

回风顺槽布臵在煤层中,巷道为矩形断面,采用锚网索支护,全长1450m,净宽4.2m,净高3.0m,净断面12.6m2。该顺槽为本工作面回风及材料运输之用。该顺槽内布臵有φ50的防尘、压风管路各一趟,φ315瓦斯抽放管路一趟,束管监测管路及30gk轨道。

3、切眼

切眼掘进断面为宽8.5m、高3.0m的矩形断面。切眼内布臵78台ZF7600/20/38型放顶煤液压支架,1台ZTZ7600/22/35型端头支架,6台ZFG7600/20/35H型过渡支架,2部SGZ764/500型刮板输送机和1台MG300/700-WD型采煤机。

二、泵站和移变硐室

泵站和移变硐室布臵在201运顺巷内。(图2)

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

该工作面采用走向长壁综采双轮间隔放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。

双滚筒采煤机割煤,采高3.5m,割煤深度为0.8m。

液压支架尾梁插板伸缩、摆动放顶煤,放顶煤高度为4.5m,采放比为1:1.1。

放煤采用两刀一放双轮间隔放煤方法,放煤步距1.6m。顶煤初次放落步距预计8~10m,生产时以顶煤能够放下时的推进距离作为顶煤初次放落步距。

二、采煤方法

(一)采煤机的进刀

1、试生产时期

采取上端头斜切进刀、单向割煤的进刀方式,液压支架及时支护顶板。斜切进刀段长度为30m,进刀深度0.8m。

(1)回采工艺流程

采煤机上端头斜切进刀——正常下行割煤——移架——采煤机返向上行清浮煤(采煤机割煤至机头后)——推前部输送机——放顶煤——拉后部输送机——上端头斜切进刀——正常下行割煤。

(2)采煤机割煤

综放工作面采用端头斜切进刀单向割煤,其工艺过程如图3所示。其工序如下:采煤机端头斜切进刀割透煤壁后反向时,将前部输送机全部推向煤壁,此时采煤机先割剩余的底煤,接着向另一端正常割煤(图3—a);采煤机到达工作面另一端割透煤壁后,立即反向先割剩余的底煤,而后向斜切进刀端跑空刀清理浮煤(图3—b);在采煤机到达斜切进刀段以前,输送机机头已推向煤壁,此时采煤机即可顺势进行斜切进刀(图3—c);采煤机斜切进刀完成后,反向向另一端割煤,开始下一个割煤循环(图3—d)。

(c)采煤机向上端斜切进刀

图3 采煤机端部斜切进刀单向割煤

2、正常割煤时期

(1)采煤机的进刀

采取端头斜切进刀、单向割煤的进刀方式。斜切进刀段长度为30m,进刀深度0.8m。具体操作如下:

①采煤机向下(上)割透端头煤壁后,按上(下)推移刮板运输机,使得刮板运输机弯曲段为20m后,将两个滚筒的上下位臵调换,向上(下)进刀,通过20m的弯曲段至30m处,使得采煤机达到正常截割深度(即

0.8m)。按要求推移刮板运输机至平直状态。

②将两个滚筒的上下位臵调换,向下(上)割三角煤至割透端头煤壁。

③割完三角煤以后,将两个滚筒的上下位臵调换,采煤机空机返回,进入正常割煤状态。

(图4)采煤机进刀示意图。

说明 : A、采煤机到端头后,返机进刀。

B、采煤机进刀完毕后,返机割三角煤。

C、割完三角煤后,采煤机空机返回。

D、进刀完毕后,采煤机进入正常状态。

(2)采煤机正常切割

正常割煤长度为100m,采煤机以3m/min的速度向上(下)割煤,直至割透上(下)端头煤壁。采煤机正常割煤采用前滚筒在上部、后滚筒在下部的方式。

(二)移架

1、移架工艺

工作面实行跟机移架,随着采煤机的割煤,要按顺序移架,移架步距0.8m。为了及时支护顶板,当采煤机前滚筒割煤完毕,在保持前滚筒3~5m的安全距离后,跟机移架(注:保证顶板在短时间得到及时支护)。

2、移架质量要求

⑴移架时必须进行检查,在确认顶煤全部放尽后方可跟机移架,否则就打乱了放煤顺序,丢失顶煤,影响了回收率。

⑵必须严格按支架工安全操作规程进行移架,其移架的程序是:拉后部运输机→缩支架后部尾梁→伸出支架后部插板→降支架立柱→以前运输机为支点,用移架千斤顶移架0.8m的距离→升起支架立柱,并在升柱手把位臵保持几秒钟使支架达到额定的初撑力。

⑶在移架时,必须使工作面支架保持成一条直线,其直线误差在±5mm以内,保持顶煤彻底放尽和工作面的安全作业。

⑷为保证拉架时不致将前部输送机后拉,在移架时,应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位臵。

⑸当煤壁片帮较深(≥ 0.8m)或顶板破碎时,应超前移架支护(注:确保对顶板支护防止出现119工作面的漏顶情况)。

(三)推前部输送机

1、前运输机的工序是随着采煤机之后跟机进行的,割煤和推运输机平行作业。

2、推前部运输机,必须在采煤机后滚筒割煤后进行操作,并与采煤机后滑靴保持10~15m的直线段,以免影响采煤机在运输机上的正常滑行。

3、推前部输送机的每次进度,除斜切进刀外,应保持0.8m的距离,并与煤壁平行成一直线,即使运输机上的铲煤板与煤壁保持155mm的距离,其直线误差应在 30mm以内。

4、为了减少输送机在弯曲段的磨损,提高其寿命,在推运输机时,必须要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。

5、为了保证在推输送机时操作顺利,不致发生飘底,啃底现象,在

推输送机时,应同时使用3个千斤顶一起推。

6、在完成推移输送机后,必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤,并且把浮煤和矸石一起装入输送机内。

(四)顺槽运输设备的移设

转载机的前移应在后部输送机前移时,由转载机自移机构自动前移。

(五)放顶煤

1、放煤方式

利用矿山压力及支架反复升降的作用使顶煤破碎,从支架尾梁放出。工作面采用两轮间隔放煤方式。

2、初次放顶煤的方法

因为在初次放顶煤时,矿压未明显显现,顶板尚未开始活动,顶煤破碎不充分,因此,可以在初次放顶煤时采用以下方法:

⑴放慢割煤速度和移架速度,增加空顶时间;

⑵连续升降支架的顶梁和尾梁,使顶煤松动、离层、破碎和垮落,但升降幅度不宜过大,一般在200~300mm之间;

3、放煤操作

⑴放煤工作是在采煤机割二刀后进行,放煤步距要保持1.6m。

⑵放煤时,先收回放煤插板,并操作尾梁千斤顶,使尾梁摆到适当位臵,以便能使顶煤直接流入后部运输机。放煤时,可多次反复地摆尾梁使大块煤破碎,便于放尽。见顶板岩石停止放煤,并伸出插板封住顶板矸石,使矸石不能滑入后部运输机,最后完成放顶煤工作;

⑶要严格控制单架每次的放煤量,主要目的是使每架的放煤量大体均等,便于充分利用矿压破煤,提高回收率。

⑷在放煤过程中,当顶煤悬顶不落时,可以采取前述的四种措施。严禁不放煤就移架,严禁未放完顶煤就割煤进刀,必须严格执行放煤制

度,加强现场的监督和检查。

⑸放煤时,必须注意后部运输机中运煤量的情况,可以从放煤量和放煤时间上进行控制,使运输机不至于超负荷输送,达到能均匀输送的目的。

⑹放煤时,必须同时进行喷雾防尘,这样不但有利于工人身体的健康,同时也可防止机道空间减小导致瓦斯气体积聚及自然发火和煤尘爆炸等威胁。

(六)拉后部输送机

⑴拉后运输机的工序是在移架工序之前进行。

⑵后部运输机的中部槽的槽帮上,其前部、后部均安装有铲煤板。在拉后运输机之前要仔细清扫洒落在溜子与支架间的煤块和矸石。在拉架时,要用装在运输机上的铲煤板将煤块和矸石铲入溜槽内。必要时,可以往返操作运输机的推拉千斤顶,将运输机两侧的浮煤铲入溜煤槽内。

⑶拉后运输机的操作及注意事项与推前部输送机要求相同。

⑷随时注意后运输机的运量情况,特别注意在运输机的槽内不得有大于700mm的大块矸石,遇此情况,必须进行人工处理,包括用大锤砸碎或弃于采空区。若遇大块矸石挤卡支架,应停止运输机运行,并进行处理。

三、采煤工作面正规循环生产能力

工作面每天4个循环,每循环进尺0.8m,每天推进3.2m,割煤高度3.5m,放煤高度4.0m,割煤时回收率97%,放煤时回收率75%,月生产30天,正规循环率为85%,则:

循环产量=467+515=982吨

日产量 =4×982=3928吨

月产量 =3928×30×0.85=100164吨

第三节设备配臵

201工作面主要设备技术参数表

201综放工作面主要设备组成表

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