1163综采工作面采煤作业规程wu.pdf
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1、采 煤 作 业 规 程 矿 井 名 称:四季春煤矿 施工单位:综采工区 工作面名称:1163综采工作面 施工负责:编 制 人:黄延忠 编制时间:2015年7月1日 审 批:技 术 科:机 电 科:安 检 科:地 测 科:调 度 室:通 防 科:地测副总:机电副总:通风副总:机电矿长:生产矿长:安全矿长:总工程师:矿 长:目录 第一章:工作面概况及地质.4 第一节:工作面位置及井上下关系.4 第二节:煤层情况.5 第三节:煤层顶板情况.5 第四节:地质构造.7 第五节:水文地质.6 第六节:瓦斯地质.6 第七节:储量计算 .8 第二章:采煤方法及采煤工艺流程.9 第一节:采煤方法 .8 第二节:
2、采煤工艺.10 第三章:生产系统 .11 第一节:工作面设备布置.11 第二节:生产系统.12 第四章:一通三防 .14 第一节:预计瓦斯涌出量、相对涌出量.14 第二节:“一通三防”安全措施.21 第三节:瓦斯防治.23 第四节:综合防尘、防灭火系统.37 第五节:安全监控系统.42 第五章:顶板管理.50 第六章:劳动组织循环与经济指标.56 第七章:煤质管理.59 第八章:安全技术组织措施.60 第九章:灾害应急措施及避灾路线.94 第一章工作面概况及地质 第一节:工作面位置及井上下关系 表 1 工作面位置及井上下关系 8 采区名称 一采区 工作面名称 1163 工作面 位置与邻近采区及
3、地面 关系 该采面位于矿井东翼,从 1164 运输上山到切眼 1960m,切眼至井筒保护煤柱(停采线)1872m,对应地表是斜坡地形,埋藏深度(中间巷)221.4(运输巷)386.4m,工作面倾斜上方有原三塘煤矿采空区,上覆有 7#采空区,下方尚未布置工作面。回采对地面 设施的影响 地面周围无建筑物和其他设施,工作面回采以后,对地面山体会造成一定的影响。走向长度 m 1960 倾斜长度 m 250.5m 面积 m2 平面积:484120 m2 斜面积:496854 m2 地质储量 1010177t 回采率 98%可采储量 935872t 第二节:煤层情况 表 2 工作面煤层情况 开采煤层 M1
4、6 煤层 煤层厚度 m 1.47m 0.53-1.7m 煤层倾角 13 12-14 煤层结构 煤层结构单一,不含夹矸 硬 度 中硬 煤 类 无烟煤 可采指数 0.98 容 重 1.45t/m3 稳定程度 稳定 煤层特征 根据地面资料,本煤层含碳多,灰分少,水分少,发热量高,密度大,燃点高,其表面颜色为黑色,断口成贝壳状的无烟煤。第三节 煤层顶底板情况 表 3 工作面煤层顶底板情况 类 别 岩性描述 顶 底 板岩 性 及其 稳 定性 顶板为细砂岩,底板为泥质粉砂岩。煤层属较稳定煤层。断 层 情 该面共有 7 条断层,都是正断层,f1 的产状为 11 况 50-57,h=4m,f2 的产状为 16
5、60h=0.8m,f3 产状 为 16 57,h=1.26m,f4 的产 状为 11 66,h=1.2m,f5 的产状为 3963,H=1.2m,f6 的产状为 13570,H=0.7m,f7 的产状为 436,h3m。其中运输巷 26 号测点后退 6m 位置有条正断层f1,其产状:1150-57 h=4m,对回采有较大影响,其余都是小断层。水 文 地质情况 根据水文地质资料和开采情况调查,本工作面受来至上部原三塘煤矿采空区涌水,对工作面回采影响较大,预计该面最大涌水量为 105m/h,保证安装好足够能力的排水设备,确保排水设备的畅通及完好。瓦 斯、煤 尘 及自 然 发火情况 掘进期间,瓦斯最
6、大涌出量为 5.6m/min,根据瓦斯鉴定,煤层相对涌出量为 23.2m/min。煤尘自燃倾向为级和无爆炸危险性。其它 储 量 计 算:第 一 块:243.5/741*cos13/1.41/1.45=378600t;第 二 块:247/1219*cos13/1.41/1.45=631777t;地质储量:378600+631777=1010377t;可采储量:(975134-55405)/98%=935872t 工作面煤岩综合柱状图(1:200)(附图 1)第二章 采煤方法及采煤工艺流程 2.1 采煤方法 根据煤层赋存条件和采区设计方案及我矿开采经验,工作面采用走向长壁后退式一次采全高综合机械化
7、采煤,全部垮落法管理顶板。1、工作面采高 工作面煤层厚度最大 1.65m0.53m,平均厚 1.50m,回采期间,沿煤层顶、底板回采。2、落煤方式 根据所选支架性能及我矿开采 M16 煤层的经验,选用 MG320/710-WD3 型交流电牵引采煤机落煤。3、.装煤及运煤方法 工作面选用SGZ764/800型面溜 运煤,由采煤机自行装入溜子运走。运输机采用支架推移油缸移置,推溜滞后煤机大于1015m,机头、机尾采用单体配合推移油缸移置。2.2 采煤工艺:1 进刀方式 煤机由端部斜切方式进刀,单向割煤,煤机往返一次割一刀,进刀方式图见附图。采煤机进刀示意图(a)(b)(c)(d)附图 3 工艺说明
8、:(a)采煤机下滚筒升起沿煤层顶板割煤,上滚筒降下按采高要 求割底,下放沿弯曲段斜切进刀。(b)采煤机进入运输机直线段停机。(c)沿弯度节往上将刮板运输机推靠帮,然后采煤机上 行,前滚筒升起,后滚筒落下,前滚筒沿煤层顶板割煤,后滚 筒按要求采高割底。(d)上行割穿机尾后,返刀往下割煤,前滚筒升起沿煤层顶板割 煤,后滚筒降下按要求采高割底。回巷 回巷 回巷 30m 18m 回巷 采煤机 刮板机 煤 壁 2 工艺流程 煤机从下端部穿刀上行割煤到机尾跟机拉架煤机从机尾往下扫浮煤到机头从煤机上滚筒往上移溜。(详见循环作业图表)3、工艺要求:(1)割煤:煤机单向割煤,自行装煤,沿煤层顶、底板回采,顶底板
9、割平,不出现台阶、煤壁平直、无伞檐。工作面采高不低于 1.5m。(2)移架:移架滞后机组后滚筒 46 架,进行跟机移架立即支护顶板,拉架必须在溜子运行过程中进行,拉架时要随时观察子的运行情况,发现溜子运行负荷增大时,必须及时停止拉架,待溜子开空后,方可继续拉架,若煤壁松软、顶板破碎时,应及时拉超前架,支架要移成一条直线,初撑力达到要求,支架接顶严实,移架步距为 0.6 m。(3)推溜:在煤机割煤后,滞后煤机 1015 m依次按顺序移溜到机尾,推溜一律在溜子运行中进行。推溜使用液压支架推溜千斤顶进行。(4)清理:工作面面溜在推移过后,必须将支架底座前方和支架间空隙的浮煤及连杆机构内外的浮煤清理干
10、净,拉架前,必须将其前方浮煤(矸)由人工用铲攉入溜子中运走。第三章 生产系统 3.1 工作面设备布置 工作面机电设备布置系统图见附图 1、面部溜子一部,型号为:SGZ764/800KW,运输能力为:450t/h。2、超前溜子一部,型号为:SGW40T/255(90m),电机功率为:255KW。3、交流电牵引采煤机一部,型号为:MG300/710-WD3。表 6 工作面主要机电设备及技术特征 设备名称 规格型号 单位 数量 功率主要技术参数 备注 液压支架 ZY3400-09/21(7-83#架、149-175#架,104 台)ZY4000-12/24(1-6、84-148#架,71 台)架 1
11、75 支撑高度 0.92.1m,宽度1.5m,工 作 阻 力:32723909KN,初撑力:25303023KN,支护强度:0.450.55MPa ZY4000-12/24,支撑高度1150-2400mm,宽度1.5m,工作阻力 4000KN,初撑力 3091KN 工作面 运输机 SGZ-764/800 部 1 800 电 压3300v,链 速1.31m/s,运输能力最大300t/h,中双链封底式 采煤机 MG320/710-WD3 台 1 710 滚筒直径 1.4m,采高范围1.1 2.2m,无 链,电 牵引,牵引速度 06m/min,电压 1140V 超前溜子 SGB-620/40T 部
12、1 55 输送能力 300t/h,电压660,链速 0.86m/s,功率55KW,乳化液泵 BRW-315/31.5 台 2 200 流 量315L/min,压 力31.5Mpa.移动 变压器 KBSGZY-630/10/0.69 1 台 一水平石门综采配电点 移动 变压器 KBSGZY-1250/10/1.14 KBSGZY-1000/3.3 2 台 一水平石门综采配电点 5、皮带共计 2 部:型号 DTL-80/30.255kw。6、运巷:环形水仓安 DM85-433KW 水泵两台,(其中一台备用),单台排水量 85m/h。涌水量小期间用风动隔膜泵排水,涌水量大时用潜水泵排水。回巷:环形水
13、仓安两台 DM85-433KW 水泵。中回巷:在中回巷下帮人工挖出 300300mm 水沟,水自流到各个水窝,用隔膜泵分段排到前方水窝。在泄水巷下口提前挖出 1.5m 长0.8m 宽1m 深的沉淀池,用 6 寸管将水引到环形水仓。7、乳化液泵站一套:表 3.3 乳化液泵主要技术参数(BRW315/31.5)公称流量 315/min 公称压力 31.5Mpa 柱塞直径 50mm 柱塞行程 64mm 柱塞数目 5 曲轴转速 548r/min 电机功率 200KW 电压 1140/660V 泵组外型尺寸 290012001300 泵组重量 3900Kg 配套液箱容积 2500L 工作介质 含 3%-
14、5%乳化油中性水溶液 3.2 生产系统 3.2.1 运输系统 1、原煤运输路线:1163 工作面面部溜子运巷超前溜子可缩皮带 1163 运巷皮带1163 上山皮带一水平运输石门皮带转载皮带主井皮带地面洗煤厂 2、材料运输:(1)、采用 1 吨矿车或专用平板车运输。(2)、运巷:SQ-80/75 型无极绳绞车 1 部。(3)、回巷:SQ-80/75 型无极绳绞车 2 部。(其中 16#层联络巷一部,1163 中回巷 1 部)。(3)、运输路线:(运巷)地面一水平车场1163 运巷1163 工作面。(回巷)地面副井一水平车场1163 中回巷1163 工作面。第四章 一通三防 一、预计瓦斯绝对涌出量
15、、相对涌出量 预计 1163 综采工作面回采期间瓦斯涌出量 1、预计煤层瓦斯含量 根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心 2011 年 12 月提供的四季春煤矿 M16 煤层煤与瓦斯突出鉴定报告,M16 煤层瓦斯含量为 18.46 m3/t。2、预计回采期间瓦斯涌出量 煤层瓦斯储量:W 储=Q 地W 含 式中:W 储煤层瓦斯储量,m3 Q 地煤层地质储量,t,W 含煤层原始瓦斯含量,m3/t,W 储=Q 地W 含 =92.0918.46=1699.98 万 m3 4、已抽放瓦斯量:1163 采面瓦斯预抽采用在运输巷及回风巷及 1163 上瓦斯巷施工顺层平行、穿层钻孔进行预抽。1163 回风巷
16、于 2012 年 11 月 10 日起开始抽放,1163 运输巷于 2013 年 9 月 3 日起开始抽放,1163 下瓦斯巷从 2012 年 3 月开始抽放。1163 上瓦斯巷从 2012 年 7 月开始抽放。截止 2015 年 5 月 30 日止,1163 综采工作面共抽瓦斯纯量 1158 万 m3 5、煤层瓦斯预抽率:N=(Q 已/W 储)100 式中:N煤层瓦斯预抽率,W 储煤层瓦斯储量,m3 Q 已已抽放瓦斯量,m3 N=(11581699.9)100 68.1 6、经抽放后的煤层瓦斯含量为:W 含 1W 含(100N)式中:W 含 1开采层开采时的瓦斯含量(经抽放后的煤层瓦斯含量)
17、,m3/t,W 含 118.46(10068.1)5.88 m3/t 回采期间总的瓦斯涌出量:q 采q1+q2 式中:q1:开采层瓦斯涌出量 m3/t q2:临近层瓦斯涌出量 m3/t 一、开采层瓦斯涌出量 根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ10182006),薄及中厚煤层不分层开采时,开采层瓦斯涌出量,其计算公式为:式中:q1开采层相对瓦斯涌出量,m/t;K1围岩瓦斯涌出系数;K1 值选取范围为 1.11.3;全部垮落法管理顶板,碳质组分较多的围岩,K1 取 1.3;局部充填法管理顶板 K1 取 1.2;全部充填法管理顶板 K1 取 1.3;K2工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数来计算,开
18、采 M2 煤层的厚度在一分区平均厚度达 1.33m,回采率取 95%;K2=1.05 K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,参照 AQ1018-2006 标准附录 D 选取,采用长壁后退式回采时计算公式如下:K3=(L-2h)/L 式中:L工作面长度:250.5m;h掘进巷道预排等值宽度 m,按表 D-1 取值 11.0;b巷道宽度:4.5m。K3=(L-2h)/L=(250.45-211)/250.5=0.91 m开采层厚度,取 1.33m;M工作面采高,取 1.5m;W0煤层原始瓦斯含量,18.46 m/t;Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m/t;参照 AQ1018-2006
19、 标准附录 C选取。表 D-1.巷道预排瓦斯带宽度值 巷道煤壁 暴露时间 T/d 不同煤种巷道预排瓦斯带宽度 h/m 无烟煤 瘦煤或焦煤 肥煤、气煤及长焰煤 25 6.5 9.0 11.5 50 7.4 10.5 13.0 100 9.0 12.4 16.0 150 10.5 14.2 18.0 200 11.0 15.4 19.7 250 12.0 16.9 21.5 300 13.0 18.0 23.0 H 值亦可采用下式计算:低变质煤:h=0.808T 高变质煤:h=(13.850.01183T)/(1+0.0183T)根据本矿实测情况,残存瓦斯含量取 5.6m/t。q1=1.31.05
20、0.931(18.46-5.6)=16.32m/t 二、邻近层瓦斯涌出量 邻近层瓦斯涌出有 14 号层,根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ10182006),邻近层瓦斯涌出量计算公式为:式中:q2邻近层相对瓦斯涌出量,m/t;mi第 i 个邻近层煤层厚度 m;M工作面采高 m;i第 i 个邻近层瓦斯排放率,%,本矿采高小于 4.5m 参照 AQ1018 标准附录 D.1 选取;W0i第 i 个邻近层煤层原始瓦斯含量 m/t;Wci第 i 个邻近层煤层残存瓦斯含量 m/t,参照开采层选取。因此邻近层 M14 煤层瓦斯涌出量为:QM1M14 煤层相对瓦斯涌出量,m/t;M14M14 煤层厚度,取 0
21、.4m;MM16 煤层工作面采高,取 1.6m;1M14 煤层瓦斯排放率(M2 和 M6 的层间距为 12m),按图 D.1 选取 25%;W01M14 煤层原始瓦斯含量,19.5 m/t;Wc1M14 煤层残存瓦斯含量,M14 煤层挥发分为(Vr)/%为 6.9213.18 选取 3.68m/t。qM1=(19.5-3.68)125%=3.96m/t 三、采空区(含围岩)瓦斯涌出量 根据经验,工作面正常回采时采空区相对瓦斯涌出量占开采层、围岩与临近层总和的 10-20%,取 15%,则 1163 工作面正常回采时采空区相对瓦斯涌出量为 m/t。qk=0.15(18.46+2.91)=3.20
22、(m/t)回采时的相对瓦斯涌出量为:qq1+q2+qk 16.32+3.96+3.2 23.48 m3/t 7、开采 1163 综采面时的绝对瓦斯涌出瓦斯量合计为 换算成绝对瓦斯涌出量,平均日产 960 吨,则:q 绝 23.48960/1440=16 m3/min 二、瓦斯来源分析:根据对 1163 采面开采时的瓦斯涌出量的计算,统计各种瓦斯涌出量,如表:回采 1071 综采工作面时瓦斯来源统计表 围岩及本煤层瓦斯涌出量(m3/t)临近层瓦斯涌出量(m3/t)合计(m3/t)19.52 3.96 23.48 根据上表可以看出,围岩及本煤层的瓦斯涌出量占总量的 83.1%;临近层的瓦斯涌出量占
23、总量的 16.9%;因此,1163 工作面回采时瓦斯涌出量主要来源于本煤层及临近层。三、回采期间的配风 1、按风速计算:根据煤矿安全规程第一百零一条规定,采煤工作面、掘进巷道中的煤巷和半煤岩允许风速为 0.25-4m/s,因此该工作面取允许风速最大值 4 m/s 进行计算,巷道断面为 10.2,即最大配风量为:410.260=2448m/min。2、按瓦斯涌出量计算:工作面及邻近层抽放瓦斯总量为:本煤层瓦斯抽放+邻近层及围岩瓦斯抽放+采空区瓦斯抽放。抽采应达到的指标为:本煤层预抽后可解吸瓦斯量应达到瓦斯含量降到 6m/t以下,按照日产量 960t 计算,则 1163 采面本煤层抽采率达 40%
24、以上取 60%,则本煤层应抽绝对瓦斯量(960t18.46m/t60%/1440min)16m/min;1163 采面邻近层及采空区(含围岩)抽采率按照 50%计算应抽放瓦斯为(960t(3.96m/t+3.20m/t)50%/1440min)=0.72m/min。故此,1163采面抽放瓦斯总量为:15.38+0.72=16.1m/min 通过抽放计算可知需风排的瓦斯量为:23.48(绝对瓦斯涌出量)-20.35=3.13m/min。按瓦斯涌出量计算:Q=q/CCH4k 式中:Q 工作面需配风量,m/min;q 经抽放后需风排瓦斯量,m/min;CCH4 工作面瓦斯最高允许浓度,0.8%;K
25、采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数,该数值应经过观察实测后取得;通常综采工作面取 1.21.6,实际按 1.5 计算。即:Q=1003.131.50.8=587(m/min)2、按工作面人员数量计算 Q 采=4N=120 m/min 式中:N 采煤工作面同时工作的最多人数,30 人;3、按工作面风温计算 Q 采=VcScKi 式中:Vc 采煤工作面适宜的风速,按 2326风温选取为 1.51.8m/s;Sc 采煤工作面平均有效断面,10.20m2;Ki 采煤工作面长度系数,工作面长度 150200m 时,选取为 1.2;Q 采=VcScKi=1.6*60*10.20*1.2=1175m/mi
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