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文档简介
山东能源肥矿集团白庄煤矿 8814工作面作业规程l第一章 概 况第一节 概述8812工作面位于-430m水平,位于BF40断层北西, 8812工作面北东,BF103断层南东。四邻采掘情况:上方7808工作面于、7806工作面、7804工作面均回采完毕; 南西邻8812工作面于2015年5月14日回采完毕;北东邻8816工作面已形成系统。第二节 编写依据一、与规程编写有关的国家法律、行政法规,如安全生产法、矿山安全法、煤矿安全监察条例等。二、与规程编写有关的地方性法规,如山东省矿山安全法实施办法等。三、与规程编写的有关的部门规章,如煤矿安全规程、爆破安全规程等。四、经过审批的相关设计及其批准的时间等,包括工作面所在采区的采区(方案)设计说明书和工作面(回采)设计说明书等。由地质部门提供的内容及批准时间符合矿井地质规程规定的工作面地质说明书、地质预报、工作面防排水设计等;由矿压观测部门提供的工作面冲击危险程度评估报告及本工作面回采巷道掘进期间的矿压观测及冲击地压观测情况的相关材料。五、由地质部门提供的相邻矿井、邻近水平、工作面、同一煤岩层的包含地质构造对照分析说明等材料的地质材料;由矿压观测部门提供的相邻、相近工作面回采期间的矿压观测分析资料及冲击地压防治资料。六、其他相关技术规定。第二章 开采技术条件第一节 工作面井上下对照关系及邻近工作面情况 工作面位置及井上下关系表 表一水平名称-430m水平采区名称8800采区地面标高(m)+79.61+80.51井下标高(m)-327.0-377.7地面相对位置及建筑物位于荣庄村南西,荣庄河以东,为一片向北东方向缓抬升的农田。回采对地面设施的影响 本工作面回采后,受采动影响,将会使地面塌陷程度进一步加剧。井下位置及相邻关系 8814工作面位于BF40断层北西, 8812工作面北东,BF103断层南东。四邻采掘情况:上方7808工作面于、7806工作面、7804工作面均回采完毕; 南西邻8812工作面于2015年5月14日回采完毕;北东邻8816工作面。推采长度(m)370面长(m)110面积(m2)40700第二节 煤 层 工作面煤层情况一览表 表二 煤层情况煤层总厚(m)1.952.1/2.0煤层结构(m)煤层倾角()311/70.30(0.20)1.60 可采指数 0.95变异系数R (%)23.8稳定程度稳定 该面8煤层为气煤,黑色,煤厚在1.952.10m之间,平均2.0m ,为稳定的煤层,煤层结构简单,在煤层的中上部有一层岩性为碳质粉砂岩的夹石,厚度在0.10.35m之间,平均0.2m,分布较稳定,普氏硬度系数f=56。煤层倾角在311之间,平均7;煤层普氏硬度系数f=3.04.0。煤质情况水分Wf(%)灰分Ag(%)挥发分Vr(%)固定碳 CrGD(%)粘结性指数G(%) 硫分 SgQ(%) 磷分Pg胶质层YJ(mm)QYDW(mj/kg)工 业 牌 号1.4316.7540.9941.0750603.330.012928.9QM富硫、低磷、高挥发份及发热量、高油、强粘结性气煤第三节 煤层顶底板 煤层顶底板情况表 表三顶底板名称岩石名称厚 度(m)岩 性 特 征老 顶粉砂岩4.305.46/5.06深灰色,性脆,质细,分选极好,无层理,团块状构造,致密均一,愈近灰岩处颗粒小,含瘤状黄铁矿结核。f=4.06.0直 接 顶四灰3.806.6/4.7 灰色,致密,性脆,坚硬,富含蜓蝌及植物化石,裂隙发育。f=8.0直 接 底粘土岩0.000.20/0.10 浅灰色,含粉砂质,无层理,富含植物根茎化石,局部存在。f=3.04.0老 底粉砂岩6.407.03/6.72深灰色,致密,均一,向下颗粒渐变细。f=3.04.0附图1:工作面综合地层柱状图(比例1:200)第四节 地质构造一、断层情况以及对回采的影响 断 层 情 况 表 表四构造名称走向()倾向()倾角()性质落差(m)对回采的影响程度实见位置及控制程度FN6445432433425逆011较小基本控制BF40568114617160正050较小基本控制BF1035432450正515较小基本控制 f(1)3332760正1.0较小8814工作面运输顺槽实见。 f(2)5414465正1.0较大8814号联络巷实见。二、褶曲情况以及对回采的影响该区域煤岩层整体呈单斜构造,向南东方向仰起,走向约在81118之间,倾向约在32917之间;工作面回采范围内煤岩层倾角较大,在311之间,平均 7 。掘进过程中,巷道实际揭露断层1条,落差在0.61.2m之间;回采过程中可能还会揭露其它隐伏构造,它们的存在,对工作面正常回采造成不同程度影响;煤层顶板四灰发育“二合顶”,对回采期间顶板管理带来一定困难。 三、其它因素对回采的影响根据揭露资料,工作面范围内未发现古河床冲刷、陷落柱及火成岩侵入现象。 附图2:工作面轨道顺槽、运输顺槽及切眼实测素描图(比例1:200)第五节 水文地质一、 工作面水文地质概况: 工作面水文地质概况表 表五水文地质情况含水层四灰:为8煤层直接顶板,厚3.86.6m,平均4.7m,顶部质不纯,含泥质,中部夹有厚00.35m粉砂岩,下部质较纯,致密坚硬,多含燧石,垂向裂隙和顺层裂隙均较发育,偶见洞穴,常为方解石所充填。五灰:上距8煤层底板30.8m(8814-奥21)38.9m(8812-奥34),平均32.6m。据钻孔揭露资料证实,五灰含水层厚2.4m(8812-奥33)9.5m(8814-奥8),平均厚5.2m;本工作面范围内钻孔单孔涌水量0m/h(8814-奥1)100m/h(8814-奥13),平均涌水量6.4m/h;五灰富水性相对较弱,实测五灰最高水位为-147m(8812-奥35),五灰最低水位为-232.7m(8814-五放1)。奥灰:厚800m左右,富水性强,岩溶裂隙及溶洞发育。据钻孔揭露资料证实,奥灰含水层与五灰含水层间距为2.5m(8814-奥14)12.9m(8812-奥26),平均间距5.45m;单孔涌水量2.0m/h(8814-奥4)150.0m/h(8814-奥21),平均涌水量32.7m/h。实测奥灰最高水位+39.5m(8814-奥30),比五灰最高水位高出186.5m,说明本区域内五、奥灰两含水层基本不存在水力联系。隔水层8煤层至五灰隔水层岩性主要为粉砂岩、9煤、粉砂岩、102煤、粉砂岩、粘土岩、中砂岩。五灰至奥灰隔水层岩性主要为粘土岩。详细情况见8814工作面综合地层柱状图。7808、7806、7804工作面位于8814工作面上方,已回采完毕,7808回采前,已在8800泄水巷施工7层放水孔2个,钻孔最初始水量为10m3/h,稳定1m3/h,目前钻孔无水,经分析上方不存在老空积水。8812工作面与8814工作面相邻,已于2015年5月14日安全回采结束。8812工作面共施工钻孔48个,五灰钻孔最大水量40m3/h,奥灰最大水量150m3/h;五灰最高水位为-133.5m,8煤层距五灰平均隔水层厚度为35.3m,五灰最大突水系数0.058MPa/m。奥灰最高水位+16.1,8煤层距奥灰平均隔水层厚度47.1m,奥灰突水系数0.056MPa/m。最大涌水量150.0m3/h正常涌水量40.0m3/h工作面注浆改造情况钻孔设计本工作面共设计钻孔44个,43个按奥灰孔布置,施工过程中全部采用三级套管结构,一级套管127mm,长度5.0m,二级套管108mm,下至11煤层以下完整岩层内封孔(至少11煤以下5.0m),三级套管89mm,下至奥灰顶部以上1m左右,钻孔终孔距奥灰顶部垂距4050m,(73mm)。相邻钻孔奥灰段间距小于50m时,两钻孔不能同时揭露奥灰。8814工作面第一序次施工注浆孔17个,第二序次施工注浆孔13个,检查孔14个。注浆序次本工作面44个注浆孔均揭露五灰,可注五灰钻孔6个,分别为8812-奥35、8814奥9、8814-奥13、8814-奥19、8814-奥21、8814-五放1。奥灰注浆孔注浆序次如下:第一序次17孔,分别为:8812-奥2、8812-奥3、8812-奥8、8812-奥11、8812-奥12、8812-奥13、8812-奥15、8812-奥18、8812-奥19、8812-奥26、8812-奥27、8812-奥28、8812-奥33、8812-奥34、8812-奥35、8812-奥37、8812-奥38。第二序次13孔,分别为:8814-奥1、8814-奥2、8814-奥3、8814-奥8、8814-奥9、8814-奥13、8814-奥19、8814-奥21、8814-奥22、8814-奥25、8814-奥29、8814-奥31、8814-奥32。检查孔14个,分别为:8814-奥4、8814-奥7、8814-奥10、8814-奥11、8814-奥12、8814-奥14、8814-奥17、8814-奥18、8814-奥23、8814-奥24、8814-奥28、8814-奥30、8814-五放1、8816-奥11。钻孔注浆本工作面注浆改造时利用地面注浆站造浆,采用NBB-260/7型泥浆泵压浆,通过73mm送浆孔及2.0吋送浆管送至井下8814工作面各钻孔。注浆前先进行注浆管路耐压试验,管路耐压不低于9.0MPa,持续时间不少于30分钟。试好管路后,压清水水量为钻孔体积与管路体积之和的35倍,检查被注钻孔畅通,无塌孔现象后,开始注浆。本工作面严格按序次注浆,采取连续注浆方式,水泥浆比重为1.121.18,粘土水泥浆比重为1.201.35。泵量一般先用三档106L/min,当孔口压力升到8.5MPa时,换用二档60L/min注浆,直至孔口压力达到8.5MPa时封孔,结束注浆。注浆改造质量评价工作面注浆改造情况钻孔注浆情况一、钻孔注浆情况8814工作面五灰注浆孔44个,单孔涌水量0100.0m3/h,单孔平均涌水量为6.4m3/h,其中对6个钻孔进行注浆,共注干料183.5t,其中水泥85.7t,粘土97.8t,注浆孔吨水注干料0.79t。8814工作面范围内伸延至奥灰注浆孔43个,累计进尺6273.9m,单孔涌水量2.0150.0m3/h,单孔平均涌水量为32.7m3/h,共注干料1795.6t,其中水泥764.5t,粘土1031.2t,注浆孔吨水注干料1.38。第一序次:钻孔17个,单孔涌水量为3.0150.0m3/h,单孔平均涌水量49.0m3/h,共注干料832.9t,其中水泥369.4t、粘土463.5t,注浆孔吨水注干料1.13t。第二序次:钻孔13个,单孔涌水量为3.0150.0m3/h,单孔平均涌水量34.7m3/h,共注干料642.6t,其中水泥239.2t、粘土403.4t,注浆孔吨水注干料1.54t。检查孔:检查孔14个,单孔涌水量为1.020.0m3/h,单孔平均涌水量11.1m3/h,共注干料320.2t,其中水泥155.9t、粘土164.3t,注浆孔吨水注干料2.15t。(详细情况见附表)五灰突水系数二、五灰最大突水系数本工作面8煤层下距五灰30.8m(8814-奥21)38.9m(8812-奥34),平均32.6m,五灰最高水位为-147m(8812-奥35),五灰最低水位为-232.7m(8814-五放1),8层煤底板标高为-326.2-380.2m。 选用公式:T=P/M 式中:T -突水系数(MPa/m) P -隔水层底板承受的水压(MPa) M-隔水层厚度(m)注浆后五灰最大突水系数:T最大=P/M=(-147+37.5+327)0.0137.5=0.058MPa/m(依据8812-奥35孔)奥灰突水系数三、奥灰最大突水系数本工作面8煤层下距奥灰40.0m(8814-奥1)54.1m(8812-奥26),平均厚46.1m,实测奥灰最高水位为+39.5m(8814-奥30),8层煤底板标高为-326.2-380.2m。选用公式T=P/M式中:T-突水系数(MPa/m) P-隔水层底板承受的水压(MPa) M-隔水层厚度(m)则奥灰最大突水系数:(奥灰改造后,按奥灰顶部40m为隔水层计算)T最大=P/M=(39.5+82.3+340.5)0.0182.3=0.056MPa/m(依据8814-奥30孔)物探结果验证四、物探结果验证8814工作面注浆前后由山东省矿井水害防治工程研究中心利用井下网络并行电法对底板五、奥灰富水性改造前、后分别进行了物探工作。依据注浆前物探资料进行注浆孔布置并注浆改造。通过对比,注浆改造后物探异常区位移且大幅减少,注浆改造之前的物探异常区基本消失。通过施工检查孔,异常区内五灰水量为3.0m/h,奥灰水量为8.0m/h.从检查孔情况来看异常区水量很小,满足煤矿防治水规定要求。注浆后的异常区可能是由于以下原因造成:1、8814轨道顺槽内有水流,对电极的电性数据采集有一定影响。2、8814运输顺槽有绞车运输,未切断电源,对数据采集造成一定影响。安安全开采程度评价五、安全开采程度评价1.已对工作面煤层底板五灰及奥灰顶部49.7m范围内实施了注浆加固工作,且注浆改造效果达到设计要求。2.五、奥灰含水层联通性分析:本工作面附近及面内共施工43个奥灰孔,奥灰孔单孔涌水量2.0m/h(8814-奥4)150.0m/h(8814-奥21),平均涌水量32.7m/h,五灰与奥灰间距为2.5m12.9m,平均厚5.26m。钻孔延伸奥灰垂距4050m。从钻孔揭露的资料来看,该区域五、奥灰两含水层局部层间距较小,但奥灰最高水位+39.5m,比五灰最高水位高出186.5m,说明本区域内五、奥灰两含水层基本不存在水力联系。3.8814工作面对奥灰顶部49.7m进行注浆加固,五灰最大突水系数为0.058MPa/m;按奥灰顶部40m作为隔水层计算,奥灰最大突水系数为0.056MPa/m。通过以上分析,本工作面基本具备安全回采的条件。防防治水措施本工作面采用倾向长臂后退式采煤法,具备自然泄水条件。具体措施是:1.加强对工作面顶、底板的管理,工作面回采前在切眼及运输顺槽施工断顶眼;在回采过程中确保悬顶不超规定(25m2)。在工作面上、下两巷超前30m支柱垫=300mm的铁鞋。2.工作面正常回采期间,利用8816奥-24钻孔进行奥灰水压观测,利用7808-F9钻孔进行五灰水压观测,初压期间每天观测,正常回采期间,每5天观测一次,发现异常,及时向调度室汇报。3.严格留足BF40断层保护煤柱。4.在工作面回采前,对8800泄水巷至-430水仓泄水路线水沟进行清挖,确保泄水畅通。5.加强-430m西大巷、西翼皮带巷防水闸门的检修维护,保证水闸门关闭灵活。6.加强对-430m泵房、-250m泵房排水设施的检查维修,供电可靠,确保排水设备正常运转。7.现场备足数量不少于11个木垛料(220块)。8.加强工作面水情观测,当工作面出现集中渗水点,渗水量大于5m3/h且水色发浑时要立即停止回采,并及时汇报调度室、地测科。9.工作面过断层时,提前30米下通知单,区队要提前编制专门的过断层措施。第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况: 影响回采的其它地质情况表 表六影响回采的其它地质情况瓦 斯二氧化碳 CH4绝对涌出量为0.04m3/min,相对涌出量为0.87m3/t ;CO2 绝对涌出量为0.24m3/min,相对涌出量为5.22m3/t 。依据肥城白庄煤矿有限公司2014年度矿井瓦斯等级鉴定报告确定为瓦斯矿井。煤 尘煤尘爆炸指数在3545%之间,具有煤尘强爆炸危险。煤的自燃8煤层自燃发火倾向等级为类,属不易自燃煤层。地 温工作面地温1820,地温梯度为1.5/100m。地 压压力显现不明显,工作面西邻8812工作面采空区,本工作面轨道顺槽受采动影响,矿压显现明显。普氏硬度(f)煤 层夹 矸直 接 顶直 接 底3456834第七节 储量及服务年限一、储量:工作面工业储量倾斜面积煤层厚度容重 407002.01.35t工作面可采储量工业储量煤炭回收率 95t二、工作面服务年限:工作面循环产量:WLShrC1100.62.01.3595169t 式中:W循环产量,t L工作面平均长度,取110m S循环进度0.6m h平均采高,2.0m r煤的容重,取1.35t/m3 C工作面回采率,95每天6个循环,每月按29天,正规循环率按D90%,则设计月产量Q月296WD2961699026465t设计月推进度2960.690=93.96m工作面服务年限=可采储量/设计月产量 =/26465=3.9月、第三章 采煤方法第一节 巷道布置 一、采区设计、采区巷道布置情况:本采区为-430水平西翼采区,采区巷道布置了三条:8800西翼轨道巷、8800西翼运输巷和8800西翼泄水巷。该面为8814工作面,工作面沿倾向布置,巷道布置六条:轨道顺槽、运输顺槽、切眼、号联络巷、号联络巷、号联络巷。 二、工作面轨道顺槽:8814工作面轨道顺槽沿煤层顶板掘进,采用锚网支护,净宽2.8m,净高2.0m,净断面积5.6m2。轨道顺槽用于工作面进风、行人及辅助运输,巷道内布置50mm的防尘管路、供风管路各一趟。 三、工作面运输顺槽:8814工作面运输顺槽沿煤层顶板掘进,采用锚网支护,净宽2.8m,净高2.0m,净断面积5.6m2。运输顺槽用于工作面运煤和回风,巷道内布置50mm的防尘管路、供风管路各一趟。 四、工作面切眼:8814工作面切眼沿煤层顶板掘进,采用锚网支护,净宽6.0m,净高2.2m,净断面积13.2m2。五、号联络巷、号联络巷、号联络巷:8814工作面号联络巷、号联络巷、号联络巷均沿煤层顶板掘进,均采用锚网支护,净宽均为2.6m,净高均为2.0m,净断面积均为5.2m2。 附图3:工作面巷道布置平面图(比例1:1000)第二节 采煤工艺一、回采方法:根据煤层赋存情况、巷道布置方式和现有技术装备,工作面采用综合机械化采煤方式,采用单一倾斜长壁后退式采煤方法,放炮处理夹石和顶煤,往返一次进一刀,全部垮落法管理顶板。二、采高、循环进度:采高2.5m,循环进尺0.6m。 三、采煤工艺: 工艺流程:采煤机沿底板割煤全面放炮处理夹石和顶煤下行松机推移刮板输送机移架(打眼)端头处进刀进入下个循环。 装落煤方式:工作面采用MG2160/710-AWD型双滚筒采煤机割煤,往返一次为一个循环,循环进度600mm。采煤机割下的煤经螺旋滚筒自行装入工作面刮板输送机。采煤机进刀方式:采煤机采用在下端头割三角煤斜切进刀方式,即采煤机松机至刮板输送机机头后,向刮板输送机机尾牵采煤机,到位后移直刮板输送机,然后向刮板输送机机头牵采煤机割三角煤,斜切进刀段倾斜长度不得小于25m。附图4:采煤机进刀方式示意图放压炮:夹石和顶煤采用打眼放炮的方法处理。推移刮板输送机:随松机并顺序推移刮板输送机,滞后采煤机滚筒20m25m,推移弯曲段不小于20m,且要均匀过渡,推移步距600mm,并保持工作面刮板输送机的平、直、稳。移架:采用本架方式操作支架,当刮板输送机移到位后,紧接着将支架前移到位,移架步距600mm。施工人员必须站在支架底座箱前端操作台上操作支架,观察支架、顶板、煤帮情况。降立柱使支架顶梁稍离顶板,当支架可移动时,立即停止降柱,带压擦顶移架至规定步距。移架时推移千斤顶与刮板输送机保持垂直,支架不歪斜,中心线符合规定,全工作面支架成直线。升立柱同时调整平衡千斤顶,使顶梁与顶板严密接触约3秒5秒,确保初撑力达到24MPa。将各操作手把回“零”。三、爆破落煤:工作面夹石和顶煤采用打眼放炮的方法处理,炮眼采用单排眼布置,垂直于煤壁,眼深不低于0.8m,眼距1.0m,炮眼距顶板0.3m,并有58的仰角。详见炮眼特征表七。炮眼特征表 表七名称间距(m)位 置角 度眼深(m)利用率(%)装药量(kg/孔)距顶(m)距底(m)仰俯(度)水平(度)炮眼1.00.301.75880850.8850.1连线方式:采用串联连线,正向装药。装药要求:装药前首先清除炮眼内的煤粉,然后将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实,保证各药卷彼此紧密相接。装完药以后,先填上水炮泥,最后用炮泥封孔,用炮棍捣实,封泥长度不少于400mm。定炮要在打眼完毕后进行,严禁打眼定炮平行作业。采用分组装药、分次爆破的方法,但一组装药,必须一次起爆。顶板完整时一次连炮个数不超过20个,顶板破碎、压力大时,一次连炮个数不超过10个;爆破时必须由专职爆破工用MFd-150/200型数显发爆器起爆,严格按照炮眼布置示意图(附图5)和爆破说明书(表八)的要求执行。 爆破说明书 表八序号项 目单 位数 量说 明1打眼工具型号ZQS-50/1.5S气动手持式钻机、YT-28型气腿式凿岩机数量台52炸药炸药种类二级煤矿许用水胶炸药每孔装药量千克/孔0.15循环用量千克 15.33雷管种类1-5段毫秒延期电雷管循环用量个 110吨耗个/吨0.6754封泥炮泥粘土炮泥水炮泥个/孔每孔不少于1块封泥长度米0.4填满封实5起爆连线方法串联连线起爆顺序1-5段顺序起爆6爆破器型号MFd-150/200型数显爆破器个2备用1个 项 目单 位顶 眼循环炮眼数个110每孔装药量kg0.15循环用量kg16.5消耗定额kg/万t1013.2.0.67装药量详见表九装药量计算表 表九炸药的规格及性能:1.使用二级煤矿许用水胶炸药。2.规格:药卷外径:271mm,药卷质量:3005g,药卷长度:4001mm。 雷管的规格:使用1-5号煤矿许用毫秒延期电雷管。脚线长度:2m。当工作面过断层、遇薄煤带或其它原因不宜使用采煤机直接割煤时,可采用打眼放炮的方法进行处理,届时编制专项安全技术措施。附图5:炮眼布置示意图四、工作面正规循环生产能力:WLShrC1100.62.01.350.95169t 式中:W循环产量,t L工作面平均长度,取109.5m S循环进度0.6m h平均采高,2.0m r煤的容重,取1.35t/m3 C工作面回采率,95第三节 设备配置一、设备配置情况:工作面采煤机选用MG2160/710-AWD型,工作面循环刮板输送机采用SGZ730/2250型,8814工作面运输顺槽选用2部SGW-40T型刮板输送机,8800西翼运输巷选用1部SSJ-800吊挂皮带机,乳化泵选用BRW200/31.5型,喷雾泵选用BPW200/6.3型。二、支架: 中间支架主要技术参数: 型 号:ZY5000/12/24 工作阻力:5000kN 初 撑 力:3090kN 支架高度:1200mm2400mm 支架宽度:1420mm1590mm 支护强度:0.89MPa0.98MPa 支架重量:13.6t 支架中心距:1500mm端头支架主要技术参数: 型 号:ZYG5000/12/24 工作阻力:5000kN 初 撑 力:3090kN 支架高度:1200mm2400mm 支架宽度:1420mm1590mm 支护强度:0.89MPa0.98MPa 支架重量:14.9t 支架中心距:1500mm三、采煤机:型 号:MG2160/710-AWD 最大采高:2.4m 额定电压:1140V 机面高度: 845mm 截割功率:320kW 滚筒直径:1250mm 截 深:630mm 下 切 量:315mm 牵 引 力:282kN470kN 牵引速度:07.1m/min11.8m/min 摇臂长度:1942.5mm 滚筒转速:46.7r/min 工作压力:18MPa 控制油压力:2MPa 工作转速:1470r/min 机器重量:30t 四、工作面刮板输送机: 按照工作面刮板输送机应满足生产能力的需要,工作面选用SGZ730/2250型中双链可弯曲刮板输送机,其主要技术参数如下: 电机功率:2250kW 运输能力:800t/h电 压:1140V 长 度:110m 溜槽尺寸: 1500mm730mm275mm五、单体液压支柱:型 号:DZ22/100型DZ25/100型 支柱直径:100mm 支柱初撑力:90kN(11.5MPa) 额定工作阻力:294.5kN 六、运输设备: 8814工作面运输顺槽选用2部SGW-40T型刮板输送机,8800西翼运输巷选用1部SSJ-800吊挂皮带机,主要技术参数如下:SSJ-800吊挂皮带机技术参数如下:电机功率:290kW 运输能力:400t/h带 宽:800mm 带 速:1.63m/sSGW40T型刮板输送机主要技术参数如下: 电机功率:40kW 运输能力:150t/h电 压:660V 溜槽尺寸:1500mm630mm175mm 8800西翼轨道巷内辅助运输设备为SQ-80/75B型无极绳绞车,8814工作面运输顺槽、8814工作面联络巷、8814工作面轨道顺槽内辅助运输设备为JD-1.6型绞车,其主要技术参数如下表: 主要技术参数 表十绞车型号配用电机功率电机7535压额定牵引力配用钢丝绳容绳量合计JD-1.625kW660V18.5kN15.5mm 118.515.5mm200m3SQ-80/75B75kW660V80kN21.5mm1000m1合计4六、工作面配电点的位置及要求:工作面泵站设一个配电点,配电点处无可燃物,卫生清洁,有照明,开关上架,电缆吊挂整齐,保护齐全、灵敏、可靠。 七、乳化液泵站: 乳化液泵:采用BRW200/31.5型乳化液泵,两泵一箱,其主要技术参数如下:公称压力:31.5MPa 公称流量:200L/min 电机功率:125kW 电机电压:1140V 乳化液配比:3%5% 喷雾泵:采用BPW200/6.3型喷雾泵,其主要技术参数如下: 公称压力:6.3MPa 公称流量:200L/min 电机功率:30kW 电机电压:1140V 最大压力:12MPa 乳化液泵站:1.泵站位置设置:泵站安设在8800西翼轨皮联络巷。 2.输液管路选用31.5mm高压钢丝编织胶管,耐压在32MPa以上,回液管路选用38mm高压钢丝编织胶管,耐压在32MPa以上。3.泵站使用规定:乳化液泵有专人看管,开动时按操作规程操作。乳化液泵箱保持清洁,乳化液配比浓度达到3%5%,乳化液泵压力不低于30MPa,现场使用自动配比器,有检测仪器,并由专人定期检修。喷雾泵压力保证不低于4MPa。4.喷雾泵液压管路选用25mm高压钢丝编织胶管,耐压在8MPa以上,且喷雾泵与采煤机实现联动,即采煤机启动时,喷雾泵自动开启。 附图6:工作面设备布置示意图第四章 顶板管理第一节 支护设计及验算一、工作面基本情况: 工作面主要参数表 表十一煤层厚度(m)采高(m)倾角()平均面长(m)倾斜长度(m)煤层号1.952.1/2.02.0311/71103708工作面基本支护设备表 表十二名称型号最大高度最小高度工作阻力初撑力中间液压支架ZY5000/12/242.4m1.2m5000kN3090kN端头液压支架ZYG5000/12/242.4m1.2m5000kN3090kN单体液压支柱DZ25/100型2.4m1.9m294.5kN90kN顶板管理方法:全部垮落法管理顶板。煤层直接顶为四灰,厚3.8m6.6m,平均4.7m,灰色,致密,性脆,坚硬,富含蜓蝌及植物化石,裂隙发育,f=8.0;直接底为粘土岩,厚度0.0m0.2m,平均0.1m,浅灰色,含粉砂质,无层理,富含植物根茎化石局部存在,f=3.04.0。二、同煤层观测面生产条件及矿压观测参数:生产条件:工作面编号:8814工作面,采高:2.0m,煤层倾角平均:7,埋深:387.01m457.91m,支护方式:液压支架支护顶板。矿压参数见表十三。 8814工作面矿压参数表 表十三序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板条件基本顶厚度m5.065.06直接顶厚度m4.74.7直接底厚度m0.10.12直接顶初次垮落步距m25253初次来压来压步距m24282428最大平均支护强度kN/m23131最大平均顶底板移近量mm8585来压显现程度不明显不明显支架最大载荷kN46524652活柱最大缩量mm1010顶板下沉速度mm/h224周期来压来压步距m810810最大平均支护强度kN/m2280 280最大平均顶底板移近量mm6767来压显现程度不明显不明显支架最大载荷kN42164216顶板最大下沉量mm7575活柱最大缩量mm88顶板下沉速度mm/h1.51.55平时最大平均支护强度kN/m2190190最大平均顶底板移近量mm85856直接顶悬顶情况m337底板容许比压MPa18.2418.248直接顶类型类9基本顶级别级10巷道超前影响范围m2020三、选取支护参数的可行性分析:根据我矿开采本工作面相邻8812工作面的实践经验,结合我矿支护材料的现有情况,液压支架选用由安信机械制造公司加工制造的ZY5000/12/24型液压支架和ZYG5000/12/24型端头支架,适用采高1.2m2.4m。工作面选用MG2160/710-AWD型采煤机、SGZ730/2250型刮板输送机与液压支架相配套,并由安信机械制造公司进行“三机”配套数据模拟,“三机”相对尺寸无干涉现象,适合我矿-430m水平八层煤回采配套使用。合理的支护强度选择依据:1.根据八层煤的顶底板岩性。2.已开采过的八层煤工作面矿压观测资料。3.多年回采八层煤工作面顶板管理经验。4.根据下列经验公式进行设计。采用经验公式计算:Pt=9.81hk =9.812.02.58 =392.4(kN/m2)式中:Pt工作面合理的支护强度,kN/m2; h工作面采高,2.0m; 顶板岩石容重,取2.5t/m3; k工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,取8。故工作面合理的支护强度取392.4kN/m2。确定支护方式因工作面合理支护强度为392.4kN/m2,即0.3924MPa,根据工作面实际条件与支架参数对照表十三和工作面所选用支架的支护强度(0.89MPa0.98MPa0.3924MPa)可知,所选支架架型满足要求。 工作面实际条件与支架参数对照表 表十四工作面实际条件支架参数采高(m)2.01.22.4倾角()3117煤厚(m)1.92.21.22.4煤层硬度(f)2334底板比压(MPa)18.2431.8支护强度(MPa)0.39240.890.98顶板类别 44确定特殊支护:根据八煤层工作面矿压观测资料结果和开采经验,本工作面上超前支护长度不小于100m、下超前支护长度选取30m;当工作面上、下两巷压力变大时,加强超前支护距离和强度。通过上述分析,确定8814工作面支护方式如下:工作面上、下两端头各使用3组端头支架支护。工作面其它地段使用72组中间支架支护。工作面上横头、下横头使用戴帽对柱支护;当遇断层、二合顶、顶板破碎等时,使用一对3.2m钢梁支护,钢梁交替前移。根据“三机”配套可知,工作面正常端面距为409mm,最大端面距为1009mm,为加强工作面面前顶板管理,当工作面遇断层、二合顶、顶板破碎等时,每组支架顶梁上方使用不少于1根专用工字钢(工字钢长度1.2m)支护顶板,工字钢伸出支架顶梁的长度0.5m,且工字钢与支架顶梁之间使用物料防滑。第二节 工作面顶板控制一、顶板管理方式:全部垮落法管理顶板。二、正常工作时期顶板支护方式:工作面顶板实行全支护法管理,液压支架编号管理,自循环刮板输送机机头端头支架向上依次排序为1#、2#、3#78#。 工作面基本支护规格表 表十五名称支护形式支 架控顶距支护强度 (MPa)顶板管理 方式最大(m)最小(m)规格中间支架ZY5000/12/243.8793.2790.890.98全部垮落法规格端头支架ZYG5000/12/244.4343.8340.890.98全部垮落法1.循环刮板输送机移到位后,及时移架,对工作面顶板进行支护。移架时,执行带压擦顶移架制度。机头处三架端头架的移架顺序为:先移第3#架,再移第1#架,最后移第2#架;机尾处三架端头架的移架顺序为:先移第78#架,再移第76#架,最后移第77#架。支护质量要求:工作面应达到动态质量标准化要求。加强支架的支设质量,确保支护强度,支架初撑力不低于24MPa。循环刮板输送机移到位后,要及时移架,防止长时间空顶。工作面出现冒顶时,要及时用道木、条鞋等物料背实顶板。2.支架应保持一条直线,与输送机垂直,偏差不得超过50mm,支架垂直顶底板,其歪斜小于5,最大仰俯角小于7,支架中心距为1500mm100mm,相邻支架间隙不超过400mm,不少于50mm。三、特殊时期的顶板管理1.初采期间的顶板管理:工作面平均面长110m,切眼顶板为石灰岩,采用锚网支护,净宽6.0m,净高2.2m,工作面推采3.0m后,及时对切眼进行强制断顶。及时对工作面所有支架和支柱进行二次注液,确保支架初撑力不小于24MPa,支柱初撑力不小于11.5MPa。顶板管理员使用顶板动态仪进行顶板动态观测和初压预报,顶板管理员不得从事其它工作。初采前由生产矿长或总工程师组织初采管理领导小组成员及区队干部,现场会诊,制定相应措施,并安排现场实施。2.初次来压期间的顶板管理:及时对工作面所有支架和支柱进行二次注液,确保支架初撑力不小于24MPa,支柱初撑力不小于11.5MPa。初压解除时,由生产矿长组织总工程师、安监处长、初压管理领导小组成员及区队干部,现场会诊,确认初压已过,方可解除初压管理。3.周期来压期间的顶板管理:及时对工作面所有支架和支柱进行二次注液,确保支架初撑力不小于24MPa,支柱初撑力不小于11.5MPa。工作面面后局部悬顶超过(25)m2时,要进行强制放顶。4.工作面遇断层、二合顶、过联络巷等情况时应采取的措施:工作面遇断层时,采用打眼放炮的方法平推硬过,破顶、起底厚度大于1m时,采用五花眼布置,小于1m、大于0.5m时,采用三花眼布置,小于0.5m时,采用单排眼布置;眼距0.8m,眼深0.8m,装药量0.15kg/眼,且工作面采高控制在1.6m2.3m之间,断层口处以能过机为准,起底厚度以现场顺平刮板运输机为准;采高大于2.3m时,托夹矸回采,托夹矸段使用道木、塑料网等物料背实顶板和架间,确保支架活柱行程在规定范围内,支架仰俯角不大于7,歪斜不大于5。断层处放炮前,必须对工作面支架进行二次注液,确保支架初撑力不低于24MPa,并在刮板输送机齿轨处挡好挡煤板和挡煤皮子,保护好支架立柱、操作把手、电缆、管线等。断层处,刮板输送机前移后要及时拉架进行支护,尽量缩短顶板暴露时间,缩小暴露面积。移架时,采用带压擦顶移架方法。断层处顶板破碎时,支架顶梁上方要使用至少2根道木配合铁丝网等物料将顶板和架间背实,并及时找掉架间的危岩活石,防止架间落石伤人。工作面过落差大于0.6m的断层时,需编写补充措施。工作面遇二合顶时,严格执行敲帮问顶制度,及时使用专用长柄工具找掉二合顶边缘的危岩活石,二合顶地段移溜后,及时将支架前移到位支护顶板,支架初撑力不小于24MPa,并使用物料背实顶板,严禁任何人员进入面前作业,确需进入面前作业时,必须在有效支护的掩护下作业,或在面前支设不少于3棵临时戴帽点柱,临时戴帽点柱柱距不大于0.5m,且要安排专人监护安全,并时刻观察好顶板和煤壁情况,防止片帮落石伤人。工作面过联络巷期间的顶板管理:工作面
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