煤矿回采作业规程.doc

徐矿孟巴项目部1204工作面回采作业规程 目 录第一章 地质资料及矿压观测资料（2）第二章 采煤方法和回采工艺（6）一、采煤方法（6）二、回采工艺（9）三、工作面支护（11）四、顶板管理（12）第三章 循环作业、主要技术经济指标、劳动组织 （13）一、循环作业（13）二、主要技术经济指标（14）三、劳动组织（15）第四章 主要生产系统 （16）一、材料运输及运煤系统（16）二、供电系统（16）三、通风系统（21）第五章 主要安全技术措施 （24）一、总则（24）二、重要措施（24）三、主要生产环节安全技术措施（25）四、辅助生产工序安全技术措施（30）五、专项管理安全技术措施（35）六、机电设备检修安全技术措施（43）七、供电安全技术措施（45）八、通风系统安全技术措施（46）九、水害防治措施（46）十、防灭火措施（47）十一、冲击地压防治措施（48）第六章 避灾路线及事故应急预案（50） 一、避灾路线 （50） 二、事故应急预案 （50）第一章 地质资料及矿压观测资料一、工作面地质概况该面位于井田南翼采区下山北侧，为VI煤二分层首采工作面。西部到井田工广保护煤柱，北至LDT10m等厚线，南部为皮带下山保护煤柱。除轨道顺槽及切眼等部分巷道处于一分层1104面采空区以西、以南外，其余均位于1104面采空区下方，一、二分层工作面间距为2.8 8.6m，平均4.5m。工作面走向长667677m，平均长672m(至停采线)；倾斜长（净垛）137.80138.46m，平均长138.30m；工作面倾角10.911.9,平均倾角11.6；工作面两极标高-320.0-275.0m，地面为一分层回采后塌陷区。1、煤层：黑色，半暗型煤，块状，局部较松软，裂隙发育。厚38.040.52m，平均厚39.14m。该面上方一分层1104面平均采厚2.98m，撇顶煤厚度011.0m，平均5.3m，已垮落。2、VI煤顶板：厚层灰白色中粗粒长石砂岩，局部含砾，部分长石已高岭土化，岩石硬度大，厚度为119.4m。VI煤与厚砂岩之间，常夹有深灰色砂质泥岩或细砂岩，平均厚0.5m，该岩石不稳定，局部缺失。一分层1104面回采结束后，顶板部分岩石已冒落。底板：为深灰色砂质泥岩或细砂岩，致密块状，厚度1.5m左右。3、储量：672138.33.001.4339.9（万t）4、该面地质构造较复杂，根据地震勘探资料，该面中部至切眼附近存在F10斜交正断层：NE6、倾向NW84、倾角75、H=015.0m，在煤层中表现为裂隙破碎带。停采线以外，胶带顺槽存在两条张裂带，轨道顺槽存在一条张裂带，对工作面回采无影响。二、水文地质条件该面水文地质类型为中等偏复杂，由上而下含水层主要为UDT组砂层含水层、VI煤顶板砂岩及VI煤裂隙含水层。其中，影响该面回采的水文地质因素主要为VI煤裂隙水、煤层顶部砂岩裂隙水，当前工作面涌水量为93 m3/h，预计该面回采期间最大涌水量150m3/h左右。（一）含水层1、UDT组砂层承压含水层本组地层平均厚101.0m。岩性以灰白色中粗砂及含砾粗砂为主，夹薄层砂质泥岩、炭质泥岩。该含水层受季节性降水影响较大，赋水丰富，是矿井涌水的最终补给水源。2、VI煤顶板砂岩裂隙含水层该层岩石为灰白色中粗粒长石砂岩及含砾粗砂岩，平均厚度119.4m，岩石遇水易风化，是VI煤开采期间跨落层位，赋水性弱中等。一分层回采结束后，冒落导水裂隙带范围内水已经疏放。3、VI煤裂隙水该煤层厚度大，高角度张裂隙发育，常充填砂泥质。一分层回采结束后，其水位已降至1104工作面开采水平。三、矿压观测资料本工作面为矿井二分层首采工作面，根据同采区同煤层相邻的1108、1112、1116工作面的矿压观测数据，上分层工作面直接顶初次垮落步距为26/4 m，基本顶初次来压步距为7090/80m，初次放顶后，周期来压步距为2545/35m。下分层初次来压步距、周期来压步距要小于上分层工作面来压步距，根据相关资料，其初次来压步距、周期来压步距约为上分层步距的2/3。即初次来压步距为50m，周期来压步距为22m。但本工作面上部位于上分层煤柱中，来压步距在工作面内呈不同步现象，煤柱下回采部分来压步距相对较大，采空区下回采的部分来压步距相对较小。四、液压支架选择1、架型选择根据巴拉普库利亚煤矿基础设计和矿井设备配置情况，同时结合支撑掩护式液压支架适用在老顶来压不强烈，且为留顶煤回采，顶板稳定性相对较差的特点，以及目前该支架的使用情况，确定该综采面采用支撑掩护式液压支架。2、支护强度计算a、根据中国煤矿顶板分类建议计算：（据巴拉普库利亚煤矿基础设计资料）采高可能提高到3m，以3.0m采高计算：级老顶支护强度=1.3359.8 =0.45MPa级老顶支护强度=1.6359.8=0.55MPab、按岩石自重法计算（据巴拉普库利亚煤矿基础设计资料）P=(911)9.8hr/1000 式中：P支护强度，MPah工作面采高，mr岩石容重，t/m3根据本工作面情况，在设计采高2.95m时，支护强度P=(911)9.82.952.3/1000=0.5980.731Mpac、按8倍采高进行计算（据中国煤矿通用计算方法计算）P=8hr =82.82.3=51.52(T/m2)A= LK L=4.511.5=6.765(m2)F= PA=51.526.765=348.53T=3415.6KNF Q=700t/h.因为输送能力大于设计能力；所以能满足运输要求。b:电动机选择：1运行总阻力F： F=F1+F2+F3+F1.1 上分支阻力F1； F1=（q+q0+q） L cos=(77.8+ 13.35+15.75)0.035x660 =2469.39kg式中：q-每米物料重量，q=Q/(3.6V)=700/(3.62.5)=77.8kg/mq0- kg/m胶带重量，查表得(按PVG1000S ):q0=13.35kg/mq-每米机长上托辊转动部分重量，查表得 q=15.75kg/m-上托辊阻力系数，查表得=0.035Lh-输送机长，L=660m1.2 下分支阻力F2； F2=（q0+q”） L cos=(13.35+5.363)0.03660=370.56kg式中：q”-每米机长上托辊转动部分重量，查表得 q=5.363kg/m-下托辊阻力系数，查表得=0.031.3 提升阻力F3：F3 =q H=77.830=2334kg1.4 附加阻力F：1.4.1 弹簧清扫器阻力F1:F1=（70100）B=1000.8=80kg空段清扫器阻力F1”：F1”=20B=200.8=16kg1.4.2 导料槽阻力F2：F2=（1.6B B+7）L=(1.60.80.81.0+7) 1.527=168kg1.4.3 进料处物料加速阻力F3：F3=0.0142 Q V=0.01428002.5=28.4kg1.4.4 绕过滚筒阻力F4:F4=700kg所以：F= F1+ F4”+ F2+ F3+ F4=80+16+168+28.4+700=992.4kg考虑到其它阻力因素，取F=1000kg运行总阻力:F=F1+F2+F3+F=2469.39+370.56+2334+1000=6173.95kg胶带机正常运行时传动滚筒的总圆周力P：P=F=6173.95kg 2. 胶带机正常运行时传动滚筒的轴功率N0：N0 =PV/102=6173.952.5/102=151.32kW电动机功率N：N=1.4 N0=1.4151.32=211.85kW电动机功率能够满足通过以上校验，MG375-W型采煤机、SGZ764/400型输送机、SZZ764/132型转载机、SSJ1000/1322型可伸缩胶带机，可以配套使用，满足正常要求。二、 回采工艺（一）工艺顺序:割煤移架推溜子1、割煤（1）采用双滚筒采煤机跟工作面两道巷道底板双向割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤、扫浮煤。（2）进刀方式：采用端头割三角煤斜切进刀（如图2-1）。（3）煤机牵引速度：正常割煤时为2.5m/min，遇有其它特殊情况时，可根据现场要求适当调整。2、 移架（1）支架操作方式为本架操作，（2）移架时先收护帮板、伸缩梁、侧护板，再降立柱、移架，最后升立柱、伸伸缩梁、护帮板（3）在顶板破碎时可采取带压移架。3、 端头拐刀（1）煤机割煤至端头，滞后煤机15m左右推移输送机，煤机在端头割通后，将前滚筒降低扫底煤，改变牵引方向，退至距出口20m处，然后推移端头段输送机，改变煤机牵引方向，向出口割煤时，抬高前滚筒割顶煤，后滚筒扫底煤，煤机再次割通端头。（2）拉移端头支架和中间架。（3）煤机再向端头割煤，滞后煤机15m左右推移输送机，割通后煤机向相反方向割煤。（4）推移端头段输送机，拉移端头支架和中间架。附：支架技术参数支架型号ZZP4200/16/32型式四柱支撑掩护式高度16003200mm中心距1500mm宽度14301600mm初撑力39363964KN工作阻力40004432KN支护强度0.740.75MPa底板比压1.182.06MPa操作方式本架重量13600kg(二)替棚工艺工作面两道为工字钢梯形棚梁支护，在工作面回采时必须进行替棚作业，把原先支护用的工字钢用木料代替，当压力较大或顶板比较破碎时，可采取适当保留工字钢梁。后期顶板状况较好，可采取不用长方木替棚，采取老塘直接回料。1、 超前替棚距离：在工作面两道出口超前510m范围内进行替棚；2、 替棚间距：替棚间距与原先棚梁支护间距一致；3、 替棚选用不小于200mm*3400mm的圆木两面去皮为梁，单体液压支柱为腿进行套棚，棚子一梁二柱，迎山有力，初撑力控制在50KN,所有支柱必须采取防倒措施。4、 套好棚后，摘掉老棚，重新护好顶。5、 替棚要逐棚进行，严格执行先支后回原则。(三)装煤煤机割落的煤利用煤机滚筒、运输机铲煤板联合装煤；(四)运煤工作面在支架前安装一部可弯曲刮板运输机，利用转载机、皮带机等外运；三、工作面支护1、工作面支护（1）支护方法：中间普通支架采用ZZP4200/16/32支架支护，端头支架采用ZPT4400/16/32，溜尾2架，溜头2架。（2）支护方式：采用及时支护的方式，一般情况下移架滞后采煤机后滚筒46架，顶板破碎时，可采取移超前架或在煤机前滚筒割完后即移架。（3）移架工艺：收护帮板、伸缩梁降架移架升架伸伸缩梁伸护帮板。（4）操作方式；本架操作。2、出口支护（1）支护手段：采用ZPT4400/16/32过渡支架配合DZ系列单体、型长钢梁、长方木、半圆木、金属网等联合支护。（2）特殊支护：在工作面条件变化或周期来压期间，根据现场情况在原有支护的基础上增扶走向抬棚，加设木垛等，以满足顶板管理需要。（3）切顶线控制及管理：该工作面两出口均采取端头支架支护巷道顶板，切顶排支柱不得拖后于端头支架的后立柱，当工作面变长后，端头支架不能覆盖巷道时，在出口增加两对大梁，压力较大时，增加木垛。（4）切顶线支柱回撤方式：切顶排支柱使用长把工具，进行人工回料，压力较大时，用机械回料，用机械回料时，确保信号畅通。3、超前支护：（1）支护手段：采用DZ系列单体、铰接顶梁、长方木、木背板、半园木等联合支护。（2）支护方法：两道超前支护长度双排不低于40m，单排不低于80m，出口20m范围内高度不低于1.8m，出口20m向外高度不低于2.0m。超前支护用单体配合铰接顶梁或长方木在巷道的两帮扶两趟走向棚，如用铰接顶梁扶，一梁一柱，顶梁相互铰接成直线，铰接顶梁与梯形棚之间接触要用木背板或半园木垫上，起到防滑作用；如用长方木当梁时，一梁三柱，均匀布置，长方木首尾相接，并成直线，初撑力不低于50KN/棵；单体三用阀与巷道平行，且向老塘侧，单体手把向外，方向一致。 （3）加强支护手段：转载机尾、转载机头、皮带机尾地点空顶范围相对较大，采用丛柱方式加强支护，（见工作面支护图）。4、回料：工作面两端头均使用端头支架,每次回料保证支架前移550mm的距离，不得提前回料。5、两道支护剖面示意图（见图2-2），轨道巷见B-B剖面，运输巷见C-C剖面。6、工作面支护平面示意图（见图2-3） 四、顶板管理1、该面采用全部垮落法管理顶板。2、割煤步距550 mm。3、控顶距最小控顶距：3544 mm最大控顶距：最小控顶距3544(mm)+端面距340(mm) +截深630(mm) =4514(mm)第三章 循环作业、主要技术经济指标、劳动组织一、循环作业(一)循环方式1、每割一刀煤，移一档架，推移一档溜子为一个循环。 工作面在回采期间，平均倾斜长为138.3米。参数工作面倾斜长（m）走向长（m）循环进尺（m）循环产量（t）日循环数（个）日进尺（m）日产量（t）可采时间（d）工作面138.36720.55326.394.952936.7136 (二) 作业方式采用四六制作业方式，三班生产，一班检修。(三) 循环作业图表(见图3-1)二、主要技术经济指标(见表3-2)三、劳动组织(一) 劳动组织采用专业工种追机和综合工种分段相结合的作业方式。(二) 劳动组织图表(见表3-3) 主要技术经济指标 表3-2序号内 容数 量单位备 注1工作面走向长度672m平均2工作面倾向长度138.3m平均3工作面倾角11.6平均4与上分层距离4-5m5采高3.00m6循环进尺0.55m7日循环数9个8循环产量326.3t9生产方式“四六”制10日进尺4.95m11平均日产量2936.7t12月产量88101t13日出勤人数44名中工131名孟工人14日出勤率80.615坑木消耗9.5m3万t16可采天数136d17工效7.8t工 序号工 种劳 动 组 织生产班检修班合计人数 在册人数中工孟工中工孟工中工孟工中工孟工1煤机手1*32*312482看线工2*363支架工1*34*33124出口工2*38*36245清理工6*34226泵站工1*311147操作台1*338支架维护14149电器及设备维护26 26溜子.转载机维护1212皮带.外转载维护141411工作面防尘1*31412胶带运输机司机1*31*33313二部转载机司机2*3614面运输机司机1*31*33315替棚工21821816地面检修5517班长2*32818验收员1119材料、办事员1120 管理人员4421合计 338411474413152165 劳动组织图表 表3-3第四章 主要生产系统一、材料运输及运煤系统1、材料运输：工作面生产所需的支护材料及设备的备品备件按以下路线进行运输：地面副井260南翼轨道大巷1101联络平巷1103联络斜巷1204轨道联络巷1204轨道巷1204工作面地面副井260南翼轨道大巷南翼采区轨道下山二中车场1204运输巷1204工作面老料回收路线与材料运输路线相反2、运煤系统（运煤路线）： 工作面1204运输巷二中储煤小井南翼采区胶带下山260南翼胶带大巷转载胶带巷主井地面二、供电系统 一、综采电气设备供电设计（供电设计图参考）： 1204工作面、皮带顺槽和轨道顺槽设备由1#采区变电所供电。1、变压器容量选择：（1）工作面运输机为2200KW，转载机为132KW，破碎机为132KW，乳化泵为125KW。 Pn=2002+1322+125 =789KW。综采工作面平均功率因数cos为0.7需用系数 ：Kr=0.4+0.6P3/PN=0.4+0.6200/789=0.552SB=PnKr/cos=7890.552/0.7=622.183（KVA）1#变压器选用1000KVA容量变压器。（2）工作面采煤机375KW，乳化泵125KWPn=375+125=500KW需用系数：Kr=0.4+0.6P3/PN=0.4+0.6375/500=0.85SB=PnKr/cos=5000.85/0.7=607KVA 2#变压器选用630KVA容量变压器。 2、电缆截面的选择：采煤机功率为375KW，额定电流为260A；选取MUCPQ-1200 -395+116+36型电缆载流量为260A。运输机单台功率为200KW，额定电流为121.7A；选取MUPQ-1200 -350+116型电缆载流量为173A。转载机、破碎机为132KW，额定电流为92A；乳化泵为125KW，额定电流为70A ；选取MUPQ-1200-350+116型电缆载流量为173A。1# 、2#变压器总容量为1000+630=1630KVA，额定电压为6KV，一次侧额定电流为96+60.48=156.48A。选取MUGSP-6KV-370+325/3+3T型电缆载流量为205A。 以上各种电缆均满足供电要求。二电压损失校验：1、按正常运行情况校验电压损失。（本设计以最大容量最长线路的采煤机计算） U=UT+UI KBSGZY-630/6型变压器参数：UR%=0.63，UX%=4.96。变压器中电压损失：变压器负荷系数：=SB/SN=607/634=0.96，cos=0.7，UN=1200VUT%=(UR% cos+UX %sin)=0.96(0.630.7+4.960.71)=3.8UT=UX%UN/100=3.81200/100=45.6V。线路中的电压损失：UI=1.732INL2(ROcos+XOsin)=1.7323000.27（0.230.83+0.0750.558）=32.65V总电压损失：U=UT+UI=45.6+32.65=78.25V117V实际工作电压：1200-78.25=1121.75V在允许范围内。2、以电动机启动时检验电压损失： 采煤机电机直接启动其它负荷正常工作的条件进行校验，其启动转距与额定转距之比a=2.5，额定启动电流Isin=1626A，启动时功率因数cosST=0.5，最小启动电压按满足电机最小启动转距条件确定取最小启动转距倍数为K=1.2。USTmin=UN（/a）=1140（/2.5）=789.8V采煤机在最小启动电压下的启动电流：ISt=ISCNUSC。min/UN=1626789.8/1140=1126.5A。此时采煤机支线的电压损失为：UbTst=（）IstLcos/（rtAbI）=1.7321126.53000.5/（42.595）=72.49V3、启动时电网各部电压损失计算：IM3.st=（Istcosst+Icdrecoswmre）2+（Istsinst+Icdresinwmre）2 0.5 =（1126.50.5+800.7）2+（1126.50.866+800.71）2 0.5=1203.8Acosms.st=（Istcosst+Icarecoswmre）/Ims.st=（1126.50.5+800.7）/1203.8=0.514Ums.st=Ims.stImscosms.se/rscAms=1.7321203.8200.514/42.595=5.31V4、启动时变压器的电压损失： 变压器二次侧为干线电缆，故启动时变压器的负荷电流功率因数与干线电缆相同。 ITst=Ims.st=1203.8A，cosTst=cosms.st=0.514 Ums.st%=ITst（UR%cosTst+UX%sinTst）ILnt=1203.8（0.630.514+4.960.857）/30318.188 Utst=Ums.st%UINT/100=18.1881200/100=218.258V 启动时的总电压损失：Ust=Utst+Ums.st+Ubi.st=218.258+5.31+62.8=286.368V 采煤机电动机端上的电压为： UIN=U-Ust=1200-286.4=913.6V789.8V （Ust.min）三、短路电流整定值及保护灵敏系数计算： 1、短路电流计算 1#（1000KVA）和2#（630KVA）变压器二次电压为1200V，两台分列运行，系统短路容量按50MVA计算。计算短路回路中有关元件的电缆换算长、系统电抗的换算长度；LX=63.3m 高压电缆的换算系数：702=0.025；低压电缆：952=0.53；702=0.73；502=1 LX=kL=0.025（300+700+15）=25.38m d1点低压支线电缆的换算长度：L1=kL=0.53（300+15）=166.95md2点低压支线电缆的换算长度：L2=kL=0.5315+0.73300=226.95m短路电流值：查电工手册p896 KBSGZY-630/6 I(2)d1=3669A KBSGZY-1000/6 I(2)d2=3863A 2、过流整定值计算 1#变压器馈电开关保护定值：IN=IQe+Ie =1217+121+92+92+70 =1222A 取1800A灵敏系数校验：面溜子尾电机d2点短路电流为3863A k=I(2)d2/IN=3863/18002.151.5 合格2#变压器馈电开关保护定值：IN=IQe+Ie=2607+70=1890A取2000A灵敏系数校验：面煤机电机d1点短路电流