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1、你山西中阳沈家峁煤业有限公司作业地点:10101综采放顶煤工作面作 业 规 程 批 准 人: 丁 敏 功编 制 人: 田 长 岳施工单位: 综采工区施工负责人: 刘 先 兵编制日期:2013年 月 日山西中阳沈家峁煤业有限公司10101综放工作面作业规程会审记录规程名称 :10101工作面作业规程 主 持 人:丁 敏 功会审地点 :矿调度会议室 会审时间: 年 月 日审 批 人签 字审 批 意 见编 制 人施工负责人材料科长地测科长机电科长通防科长技术科长安全科长调度主任防治水副总机电矿长通防矿长安全矿长生产矿长技术矿长矿 长山西中阳沈家峁煤业有限公司10101综采放顶煤工作面作业规程会审意见
2、 技术负责人意见: 目 录第一章 概况6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤层6第三节 煤层顶、底板7第四节 地质构造7第五节 水文地质情况8第六节 影响回采的其它因素10第七节 储量及服务年限10第二章 采煤方法11第一节 施工准备11第二节 巷道布置11第三节 采煤工艺12第四节 设备布置15第三章 顶板管理18第一节 支护设计18第二节 工作面顶板管理21第三节 顺槽及端头顶板管理25第四节 回柱方法26第四章 生产系统29第一节 运输系统29第二节 通风系统30第三节 瓦斯管理31第四节 安全监测监控33第五节 综合防尘34第六节 防灭火管理35第七节 瓦斯抽放36第八节 防治水
3、管理37第九节 排水系统37第十节 供电系统37第十一节 通信照明和信号38第五章 劳动组织主要技术经济指标38第一节 劳动组织38第二节 主要经济技术指标39第六章 煤质管理40第七章 灾害预防及避灾路线41第八章 安全技术措施41第一节 一般规定41第二节 顶板管理41第三节 “一通三防”管理46第四节 运输管理46第五节 机电管理48第九章 其他安全技术措施58第一节 初采初放措施58第二节 过断层措施60第三节 工作面调采措施61第四节 采煤机使用措施62第五节 注液枪使用措施63第六节 检修刮板输送机及转载机措施64第七节 缩延工作面机头(尾)措施65第八节 上下巷回收锚盘及超前替回
4、架棚措施66第九节 采煤机上下两端头割煤安全补充措施67第十节 缩皮带运输机措施67第十一节 采空区(上隅角)插管抽放措施68第十二节 采煤工作面文明生产标准70第十三节 提高煤质措施70第十四节提高煤炭回收率措施70十五节 支护材料的存放管理70第十六节 预防锚索(杆)破断伤人措施71第一章 概况第一节 规程编写依据10101综放工作面作业规程编写依据:1、山西中阳沈家峁煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书,2、山西中阳沈家峁煤业有限公司矿井兼并重组整合矿井地质报告,3、山西中阳沈家峁煤业有限公司矿井兼并重组整合矿井安全专篇,4、山西中阳沈家峁煤业有限公司矿井兼并重组整合矿井开工批
5、复,5、煤矿安全规程及煤矿安全技术操作规程,6、山西省煤矿安全质量标准化标准。第二节 工作面位置及井上下关系:工作面名称10101综放工作面采区名称101盘区地面相对标高+1092m1221m井下相对标高+887m+912.65m工作面所处水平10水平地面相对位置10101综放工作面位于南焉村西南,于家山村以西,盘区开拓大巷以北,地面沟谷纵横,为典型的第三、第四纪黄土、红土覆盖,无常年性河流。井下位置及四邻关系北为山西桃园腾阳容大煤业有限公司实体煤,东为实体煤,南为开拓大巷,西为山西中阳张子山煤业有限公司实体煤。工程对地面的影响采空后会造成地表塌陷,形成裂缝,平整后不影响耕种。走向长1045m
6、倾斜长126m面积第三节 煤层情况本煤层位于太原组中部,顶板岩性常为砂质泥岩,偶见炭质泥岩或细沙岩,底板为粘土岩、粉砂岩。该煤层厚度为4.537.12m平均厚度为6.38m,煤层厚而稳定,全区可采,煤层结构为复杂。煤层底板等高线走向为138至205,倾向为228至295,煤层倾角为310,平均6,含2-5层夹矸,层节节理发育。采煤层特征表煤层厚度间距结构夹矸数变异系数稳定性可采系数可采性顶底板岩性煤种最大最小平均最大最小平均顶板底板104.537.126.3833.4143.9538.13复杂(25)10.85稳定1.00全区可采砂质泥岩粘土岩、粉砂岩瘦煤10#煤层煤质化验表工业分析Mad%A
7、d%Volaf%Std%pd%Mj/kg粘结指数胶结层指 数灰熔点0.451.510.939.4820.9215.9614.8719.5915.801.072.521.60.0090.0570.03327.7736.38935.7233.857.8742.93014.08.21460第四节 煤层顶底板情况名称岩石性质层理、节理厚度类型备注伪顶无直接顶砂质泥岩不发育10.22类型老顶直接底粘土岩不发育9.44类型老底粉砂岩底板比压138Mpa(参考数据)第五节 地质构造:根据10#东皮带大巷、10#东轨道大巷10#煤层回风巷、10101运输顺槽、10101轨道顺槽及10101切眼实际揭露情况分析
8、,10101综放工作面回采区段为宽缓的褶曲构造,枢纽走向为75,煤层倾角为310,平均6,含2-5层夹矸,层节节理发育。10101综采工作面放面巷道揭露5条中小型断层,其断层产状简述如下:f1:正断层,走向58,倾向328,倾角60,落差0.5m,位置在10101运输顺槽内揭露,该断层向工作面延伸,由于落差小于煤层厚度,对工作面综采施工影响不大。f2:正断层,走向63,倾向153,倾角65,落差1.0m,位置在10101运输顺槽内揭露,该断层向工作面延伸,由于落差小于煤层厚度,对工作面综采施工影响不大。f3:正断层,走向23,倾向113,倾角75,落差1.8m,位置在10101运输顺槽内揭露,
9、该断层向工作面延伸,与f10断层(落差为0.8米)为同一条断层,对工作面综采施工有一定影响,届时编制专门过断层措施。f4:正断层,走向10,倾向350,倾角75,落差0.8m,位置在10101运输顺槽内揭露,该断层向工作面延伸,对工作面综采施工有一定影响,届时编制专门过断层措施。f5:正断层,走向25,倾向115,倾角50,落差0.8m,位置在10101轨道顺槽内揭露,该断层向工作面延伸,与10101运输顺槽揭露的f3断层(落差为1.8米)为同一条断层,对工作面综采施工有一定影响,届时编制专门过断层措施。2、通过对地质资料及现场进行分析,发现工作面存在多条正断层,该断层不能对瓦斯进行很好的释通
10、、排放,聚集在断层带附近的瓦斯,通过断层附生裂隙或者受断层附近放炮震动影响等原因,进行释放。而断层带又有断层泥充填,所以断层破碎带内空隙很小,不利于瓦斯集存,但断层附近的附生构造裂隙等,比较发育,有透气性,为瓦斯提供了积存空间,造成断层两侧瓦斯聚集带。3、工作面瓦斯管理1)、加强采煤工作面通风管理。2)加强对通风专业队伍的管理,层层建立安全责任制。3)加强工作面瓦斯监测,严格执行各项瓦斯管理制度。4)搞好隔爆设施管理。5)加强火源管理,消除引爆条件。采掘工作面电气设备检修维护要实行包机、包片和定期检修制度,保证综合保护灵敏可靠;严禁带电作业;杜绝“鸡爪子”“羊尾巴”、明接头等。严格放炮管理,必
11、须执行“一炮三检制”“三人连锁放炮制”。3、其它因素对回采的影响:10#煤层位于太原组中部,煤层赋存稳定,节理裂隙发育,裂隙发育方位为78。综合分析:10101综采工作面地质构造类型为中等类型,应密切注意地质资料的收集、总结、类比与分析,及时制定出相关措施。第六节 水文地质分析:1、含水层组分析表含水层厚度漏水量涌水形式补给关系对工程的影响上部有砂岩含水层515m微弱含水层组基本含水比较微弱,含水量对工程不会造成影响,但通过采动以上水源可能通过断裂带涌入井下,造成工作面漏水量增大的可能.无影响下统下石盒子砂岩含水层20mq=0.00072L/s. mk=0.0018m/d含水微弱,对工程无影响
12、下统子山西组砂岩含水层很小q=0.L/s. mk=0.m/d石炭系上统太原组灰岩、砂岩含水层5-15m0.01490.25L/s . m无影响奥陶系中统石灰岩含水层43m左右2.53.5m3/s根据水文地质类型划分报告资料:井田内奥灰水水位标高为在+803.1至803.5m,位于工作面标高(+887m+912.65m)以下,故对其掘进工程无水害威胁。#煤层厚而稳定,#煤层上部为一层稳定的中粒砂岩,为#煤层的直接砂岩充水含水层,厚约515米,泥质胶结,富水性弱;太原组灰岩为#煤层的间接充水含水层,单位涌水量为0.01490.25L/s.m,富水性弱.根据10#工作面实际开采揭露情况分析,预计回采
13、期间10101工作面顶板导水裂隙带淋水量为2-6m3/h,10101工作面推采过程中,#煤层顶板之上的太原组灰岩将会通过导水裂隙以淋水形式流入采空区,由于疏放水量不大,对回采施工不会构成威胁,回采期间必须在低洼段安设水泵将巷道积水排出。依据分类标准综合分析,10101工作面水文地质类型为简单型。2、地表情况:井田地表水属黄河流域,三川河水系。井田内无常年性水流,仅在雨季沟谷中有短暂洪水向西南流入南川河。该工作面地表位置位于井田北部,地表均被第四系上更新统黄土所覆盖,沟谷中广泛出露上第三系上新统红土。基岩未见出露。现已采取挖建防洪排水渠沟,工业广场挖建排水渠道拦截地表水以及浅层地下水,以防雨季洪
14、水涌入矿井造成水害,对防洪排水渠道,每年雨季前要进行清淤工作,以防堵塞。经分析地表水文地质条件简单,无河流及积水区。大气降水和地下潜水对该工作面施工无水害威胁。3、断层水及老空水分析(1)、10101综放工作面在回采过程中将揭露5条断层构造,由于掘进过程中均已揭露,证明工作面的断层均为不含水、不导水,因此工作面施工不受断层水害威胁。(2)、10101综放工作面上覆为6101综采工作面实体煤(现已方出未开采),北为山西桃园腾阳容大煤业有限公司实体煤,东为实体煤,南为开拓大巷实体煤柱,西为山西中阳张子山煤业有限公司实体煤,周围及附近的6#、10#均为实体煤层,因此10101综放工作面不受老空水水害
15、威胁。4、底板含水层分析:根据区域精查资料,本井田奥灰水位标高在+803.1至803.5m 之间。10101工作面井下标高范围为:+887m+912.65m,10101工作面回采区段在奥灰水水位标高之上,因此10101工作面在开采过程中不受底板奥灰水害。5、其它水源对工程的影响6号的采空积水,会延导水裂隙带,渗流至10号层,使矿井水涌水量增大;而且同时基本上导通了其上部太原组灰岩、砂岩含水层中的L5、K2、L1灰岩含水层,其中位于10号煤层顶板的L1灰岩含水性为富水性中等,对矿井涌水量影响较大,也是今后矿井主要的补给水源。经过矿井水文地质情况分析,随着10101工作面推采,老顶断裂,形成新的导
16、水通道,煤系地层的各含水层水通过导水裂缝带淋入或渗入4层、6层、10层采空区,逐步增加了10101采空区积水量,根据10#工作面以往实际开采揭露情况分析,预计10101工作面采空区顶板淋水量为0-6m3/h,由于水流释放速度不大,不会对工作面构成水害威胁,回采期间必须在10101运输顺槽低洼处安设排水泵排水,完善排水系统,确保及时及时排出。6、工作面涌水量预计:工作面回采施工时该区域正常涌水量为:06m3/h工作面回采施工时该区域最大涌水量为:012m3/h综合分析评价,10101综放工作面开采施工时,其水文地质条件为简单,施工期间必须在低洼处安设排水泵,完善排水系统,确保积水及时排至井底水仓
17、。第七节 影响回采的其它因素瓦斯涌出量根据揭露巷道实测Q绝=12.86m3/min、Q相=27.27 m3/t二氧化碳涌出量根据揭露巷道实测为0.09 m3/min自燃倾向性I级,容易自燃自燃发火期1年煤尘爆炸指数22.67%,有爆炸性地温危害根据周边井情况,属地温正常区地质危害无冲击地压第八节 储量及服务年限 10101综放工作面走向长1045m,倾斜长126,面积,比重1.37t/m3,平均采高6.38m。工业储量:10451266.381.37=115万t 可采储量:10151266.381.3780%=92万t 工作面采高6.38m,循环进尺0.6m,一次采2.5m,放顶煤3.88m,
18、回收率80%,日推进度3.6m,正规循环率65%。服务年限:可采储量/设计月产量=92万t/5.6万t16.4个月储量计算:储量计算块段号走向长(m)平均值倾向长(m)平均值斜面积(m2)煤厚(m)容重t/m3工业储量(万t)回采率(%)地损系数(%)可采储量(万t)10101工作面10451266.381.3711580%20%92附图1、10101综放工作面平面图2、10101工作面煤岩层柱状图3、10101综放工作面巷道剖面图 第二章 采煤方法第一节 施工准备 一、施工前,由区(队)长负责组织,由技术副区长(编制人)负责向工区管理人员、施工人员传达批准的工作面作业规程,传达后进行考试、签
19、字,成绩合格方可下井作业。不合格的人员必须补考,补考合格后再下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习,并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在工作面作业规程学习考试记录表上。二、施工前,安排有经验的职工对工作面顶板,煤壁进行安全检查,执行“敲帮问顶”制度,发现问题,及时处理。三、施工前,必须对工作面支架、采煤机、运输机、电缆、管路等机电设备进行检查,发现问题,及时处理。第二节 巷道布置10101综放工作面共布置两条巷道,分别为10101运输顺槽、10101轨道顺槽。1、10101运输顺槽:巷道沿煤层底板布置,主要布置工作面转载机和胶带输送机,用于煤炭运输与进风;巷道采用锚网梁+锚索联合
20、支护,净宽度4.0m, 净高度2.5m,净断面积为10。巷道下帮安装二寸防尘管路、三寸排水管路各一趟(每5 0m设置三通阀门一个)、及八寸压风管路一趟。2、10101轨道顺槽:巷道主要用于工作面回风,并布置工作面设备列车,辅助用于材料运输。巷道采用锚网梁+锚索联合支护,净宽度4.0m,净高度2.5m,净断面积为10 。巷道上帮安装二寸防尘管路、三寸排水管路各一趟(每100m设置三通阀门一个)及八寸压风管路一趟、瓦斯抽放管路一趟。3、工作面切眼:工作面切眼用于安装采煤设备及两巷连接,形成通风、生产系统,巷道高度为2.6m、宽度为6.6m、断面积为17.16,巷道采用锚网带+锚索联合支护。 第二节
21、 采煤工艺一、采煤方法10101工作面采用倾斜长壁综采放顶煤方法进行开采,采用全部垮落法管理顶板。二、采高的确定采高6.38m,比重1.37t/m3,循环进度0.6m,一次采2.5m,放顶煤3.88m,回收率80%,循环产量528.6t。如局部变薄,变厚,可跟底回采;其它特殊情况另补措施。三、回采工艺该工作面面采用倾斜长壁后退式采煤法,综采放顶煤采煤,全部垮落法控制顶板,采用MG160/380-WDK型采煤机双向穿梭采煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机采用端部斜切进刀方式,割三角煤采煤,采煤与移刮板输送机的间隔距为1520m。利用机组滚筒叶片和输送机铲煤板将煤自行
22、装入输送机。使用SGZ630220型前、后溜运煤及回收顶煤,工作面每割两刀煤放一次顶煤,实行两采一放,停机放顶煤作业方式,综放工作面回采工艺分为:割煤、装煤、运煤、支护、放煤、处理采空区。(1)割煤:利用采煤机进行割煤,利用ZF3600/15/28四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架进行放煤,二采一放,割、放煤工序平行作业。(2)装煤:利用采煤机配合前部刮板运输机、支架配合后部刮板运输机进行装煤。(3)运煤:利用前后部刮板运输机、转载机、胶带运输机等联合进行运煤。(4)支护:使用ZF3600/15/28四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架、ZFG4000/17/30过渡液压
23、支架管理工作面顶板,采用全部跨落法管理采空区。(5)放煤:使用ZF3600/15/28四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架放顶煤,采用全部跨落法管理采空区。(6)10101综放工作面正规循环能力:工作面走向长1045m,倾斜长126m,面积,比重1.37t/m,平均采高6.38m。循环生产能力:1260.66.381.3780%=528.6t。四、回采工艺流程采煤机采用端头斜切进刀,双向割煤,液压支架及时支护顶板,单架依次顺序式方式移架。采煤机上端头斜切进刀正常下行割煤跟机移架、移前溜采煤机下端头吃刀、返刀上行清浮煤(采煤机割煤至机头后)拉后部刮板输送机采煤机下端头斜切进刀正常上行割
24、煤跟机移架、移前溜采煤机上端头吃刀、返刀下行清浮煤(采煤机割煤至机尾后)放顶煤拉后部刮板输送机上端头斜切进刀进入下一循环。(一)、采煤机割煤10101综放工作面采用端部斜切进刀双向割煤,其工序如下:采煤机采取端部斜切进刀的方式;斜切进刀段长度不少于25m,进刀深度0.6m。(1)采煤机上行割煤至上出口后,煤机下行25m在上端部进刀处进刀,停机移溜尾。(2)采煤机上行割掉三角煤,然后割煤下行,随后移溜尾。(3)采煤机割煤至下出口后,返刀上行在下端部进刀处进刀,停机移溜头。移溜头(4)采煤机下行割三角煤,然后割煤上行至上出口,随后移溜。五、移架由于工作面前、后输送机机头采取平行布置方式,因而在工作
25、面两端头各设2架过渡支架,而过渡支架不能做到及时支护,即采煤机割煤后,过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架,因而造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移,使得移架工序变得复杂,现将移架顺序描述如下(采煤机端部斜切进刀双向割煤):(1)采煤机下端头斜切进刀割透煤壁上行割煤15m时停机、停溜,将85#84#过渡支架的支架伸缩梁收回;将过渡架(85#84#)移一个步距0.6m,移架的顺序为:先移84#架,后移85#架;将机尾移够推移步距0.6m。(2)采煤机上行进入正常割煤,滞后采煤机后滚筒2架,顺序将工作面基本架移一个步距,工作面基本支架移设采取及时支护,单架依次顺序方式移架、移溜。当采煤机割
26、透上端头煤壁返机下行割煤15m时停机、停溜,将工作面上端头过渡架(12#架)拉一个步距,移架的顺序为:先移2#架,后移1#架;将前部输送机机头推向煤壁(应保证4架同时推溜)推移步距0.6m。过渡支架的移设是按上述移架顺序在特定时间内完成的;而基本支架的移设是由采煤机的割煤位置控制的。即在采煤机正常割煤的情况下,滞后采煤机后滚筒2架进行移架(或滞后采煤机前滚筒2架支架将支架的伸缩梁伸出,临时支护顶板,等滞后采煤机后滚筒2架时再进行移架、顶板破碎时可采取超前移架方式支护顶板)。移架的顺序如下:收伸缩梁降柱(保持一定压力)移架(带压移架)升柱(保持初撑力) 伸出伸缩梁。移架时要做到快、匀、够、正、直
27、、稳、严、净。(三)、放顶煤工作面初次来压后必须再向前推进5个循环方可进行放煤作业。利用矿山压力、支架反复支撑及尾梁上、下摆动和预松动爆破等综合方式预裂顶煤,支架收回插板,上、下摆尾梁进行放煤。本工作面放煤采用二采一放,割、放煤工序单独作业。循环放煤步距1.2m。为有利于端头管理,机头、机尾各5个支架原则上不考虑放煤。(一)、放煤工序 1、放煤方式及步距:放煤方式采取两刀一放, 放煤步距为1.2m。2、放煤顺序:采取顺序放煤。即:工作面移架完毕,由下向上依次进行放煤。首先收缩插板,降低尾梁,然后再升尾梁,反复进行,放出大约为2/3的煤量后,等到有矸石放出时,再打开插板堵住放煤口,进行下一架放煤
28、,直至放煤结束。3、工作面采高平均6.38m,设计机采采高2.5m,放煤高度3.88m,采放比为1:1.55,满足煤矿安全规程要求。(二)、放顶煤工艺要求 1、放顶煤工作在采煤机割煤并移架后停机进行,采、放单独作业,放煤步距保持1.2m。 2、放煤时,先收回支架放煤插板,并操作尾梁千斤顶,使尾梁摆到适当位置,以便能使顶煤直接流入后部输送机;放煤时,可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎,便于放净;放煤时如遇大块煤,应用尾梁、插板进行破碎;放煤见矸时(遵循“见矸关窗”的原则)停止放煤,并伸出插板封住放煤口,完成放煤工作;为了方便放煤,尾梁插板与尾溜间高度保持为500600mm。 3、放煤时,必须注意控制
29、放煤量,保证后部输送机不过载;4、放煤时,支架后喷雾必须打开,无喷雾或喷雾不完好不准放煤。六、拉后部输送机1、拉移后部输送机时必须按顺序进行,按割煤方向自下而上或自上而下拉移一个步距(0.6m),同时要求相邻4个支架顺序逐步动作,并确保其弯度段不小于15m。严禁从两头向中间进行。2、拉刮板输送机前,若前面浮煤较多,应进行清理,确保拉移到位。3、拉移时,应在输送机正常运转时进行。4、拉移完成后,应保证输送机平、直、稳。5、其它注意事项同推移前部刮板输送机。七、推移前部输送机 推移前部输送机的要求: 1、每次推进应保证0.6m的推进度,并与煤壁保持平行成一直线,其直线误差在50mm以内; 2、在推
30、移输送机时,必须保持滞后采煤机长度不得小于15m(滞后采煤机后滚筒10架支架); 3、推移输送机时必须按顺序进行,严禁从两头向中间或从中间向两头进行推移; 4、停机时严禁推刮板输送机,以防卡死输送机;移机头需停机作业; 5、为保证在推移时操作顺利,不致发生飘底、啃底现象,应保证至少使用3架支架一起推; 6、在完成推移输送机后,必须将散落在电缆槽、输送机与支架间等处的浮煤一起装入输送机内。八、运输顺槽内设备的推移转载机的移设在后部输送机前移后,开始推移转载机。 第三节 设备配置 一、采煤机根据煤层倾角及工作面生产能力,选用无锡盛达煤矿机械厂生产的采煤机,主要技术参数如下:型 号:MG160/38
31、0-WDK;机身外形尺寸:71001050880mm采 高:1.43.0 m滚筒形式:直径1400mm,截深630mm。牵引形式:无链传动电牵引牵引速度:无级调速,07.4-12.3m/min截割电机功率:160 kW电源电压: 1140V整机重量:28t二、支架1、基本支架型号:ZF3600/15/28型放顶煤支架支撑高度:15002800 mm中 心 距:1500 mm工作阻力:3600KN 泵站压力:P=31.5MPa支架重量:12.1t操纵方式:本架控制2、过渡支架。型号:ZFG4000/17/30型过渡放顶煤支架支撑高度:17003000 mm中 心 距:1500 mm工作阻力:40
32、00KN泵站压力:P=31.5MPa支架重量:18.5t操纵方式:本架控制三、运输设备1、前部刮板输送机型 号: SGZ630/220型中双链铸焊封底式刮板输送机运输能力:450t/h长 度:126m电机功率:2110KW电源电压:1140V/660V刮板链形式 : 中双链 中部槽规格:长1500mm,宽630mm2、后部刮板输送机型 号:SGZ630/220型中双链铸焊开底式刮板输送机运输能力:450t/h长 度: 126m电机功率: 2110KW电源电压: 1140V/660V刮板链形式 : 中双链中部槽规格:长1500mm,宽630mm3、转载机型 号: SZZ764/160 运输能力:
33、 1000t/h长 度: 405m电机功率: 160KW电源电压: 1140V/660V中部槽规格:长1500mm,宽730mm刮板链形式 : 中双链与皮带机搭接长度:12m4、破碎机型 号: PLM-1000电机功率: 110KW电源电压: 1140V/660V5、乳化液泵站型号:BRW-200/31.5 (两泵一箱)公称压力: 31.5MPa公称流量: 200L/min电机功率: 125KW泵组重量: 3000Kg,工作介质: 含35%乳化油中性水溶液5、喷雾泵站型号:BPW320/10 M (两泵一箱)公称压力: 10MPa 公称流量: 320L/min 电机功率: 75KW6、移动变压
34、器型 号: KBSGZY-1250/107、移动变压器型 号: KBSGZY-630-108、组合开关型 号: QJZ-2000/1140-129、组合开关型 号: QJZ-2000/1140-810、回柱绞车型号:JSDB-19最大静拉力:200KN绳 径: 24.5mm电机功率:45KW附图:工作面设备布置平面图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护设计1、工作面基本情况工作面主要参数 表3-1煤层厚(m)采高(m)倾角(度)面长(m)走向(m)煤层号6.382.56126104510顶底板状况 表3-2名称岩石性质层理、节理厚度类型备注伪顶无直接顶砂质泥岩不发育10.22类型老顶
35、直接底粘土岩不发育9.44类型老底粉砂岩底板比压138Mpa(参考数据)工作面基本支护规格表 表3-3名称支护形式液压支架控顶距(m)支护强度(MPa)支架中心距(m)放顶步距最大最小液压支架ZF3600/15/285.4594.8590.671.50.6m二、支护强度计算岩重法岩重法是以支架承受的顶板载荷与开采厚度近似成直线关系增长的观点来确定支架的载荷,单位面积上支架承受载荷相当于68倍采高岩石重量。cosP支护强度,MPaN支架载荷相当采高岩重的倍数,一般N68,我们选取N=8。h10号煤层的最大采高,m 取6.38m顶板岩石的密度,2.5103kg/m煤层倾角,平均310,我们选取10
36、。则 P=9.886.382.5103cos10= N/m2 0.23(MPa)三、支护强度校核工作面采用ZF3600/15/28型液压支架管理顶板,其额定支护强度为0.670.68MPa,按其最小支护强度0.67MPa进行支护强度校核: C=KPmin / P0=0.90.670.23=2.61 式中 C:支护强度安全系数 Pmin:支架最小支护强度,MPa P0:工作面单位面积的顶板压力,MPa K:支护强度不均衡系数,取K=0.9 以上计算可知,支架的支护强度安全系数C=2.61,故能满足支护要求。四、乳化液泵站选型(一)泵站及管路选型、数量选用两台BRW200/31.5型乳化泵,喷雾泵
37、选用BPW320/10M清水泵,装备两泵一箱。选用32mm高压管为进液管路,38mm高压管为回液管路,16mm、13mm和10mm作为支架管路,耐压均在40MPa以上。主要技术参数如下:1、 乳化泵站型号:BRW200/31.5 (两泵一箱)公称压力: 31.5MPa公称流量: 200 L/min电机功率: 125KW泵组重量: 3000kg,工作介质: 含35%乳化油中性水溶液2、 喷雾泵站型号:BPW320/10M (一泵一箱)公称压力: 10MPa 公称流量: 320L/min 电机功率: 75KW(二)泵站设置位置泵站安设在工作面轨道顺槽距工作面60m位置。(三)泵站使用规定定期对乳化
38、液箱和过滤器进行清洗,乳化泵不得随意停止运转,保证泵站压力不低于30MPa,乳化液浓度3%-5%。要加强支架与泵站的维修,杜绝液压系统的窜漏液。当泵站压力达不到30MPa时,应立即停泵,并通知有关人员进行检查,检查处理合格后再重新启动。 泵站必须安放平稳水平,固定牢靠,停放在顶板定好,无片帮,无淋水处。 坚持使用乳化液浓度配比仪,乳化液浓度保持在3%-5%,(即水液比为97-98:1) 泵站压力表动作灵活,压力达到额定值,必须保证不低于30Mpa。 泵件、泵箱、液压管路无漏串液现象。 曲轴箱内温度不得高于50,不低于5。曲轴箱内润滑合格,油位在油位线之间,油槽内润滑合格,油绳放置合理,并有合格
39、的过滤网。 尽量保证部件的密封完好,避免漏液与温升的恶性循环。 所有连接处必须使用U型卡,严禁使用铁丝代替U型卡。第二节 工作面顶板管理一、顶板管理方式10101综放工作面使用81架ZF3600/15/28四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架、4架ZFG4000/17/30型放顶煤过渡液压支架管理顶板,采用全部跨落法管理采空区。附图:工作面支护示意图ZF3600/15/28四柱支撑掩护式支架主要技术特征如下表: 表3-4型号ZF3600/15/28四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架最大控顶距5459mm支架宽度14301600mm最小控顶距4859mm工作阻力3600KN
40、支架中心距1500mm支护面积6.015m2工作高度15002800mm支护强度0.670.68MPa放煤步距1.2m操纵方式本架控制重量12100kg初撑力3206kN (P31.5MPa)底板比压(前端)1.76MPa二、顶板支护方式1、工作面正常期间顶板支护方式采用分段跟机顺序移架支护方式,由本架操作,先降后移,移架滞后采煤机后(左)滚筒2个支架追机作业,采煤机割煤后及时伸出伸缩梁护实煤帮;支架保持平行,相邻支架架间不得有明显错差,最大错差不超过相邻支架侧护板的2/3,防止咬架;顶板破碎时,可紧跟后(左)滚筒带压移架或停机移架,及时支护顶板,移架步距0.6m。2、工作面液压支架端面距不大
41、于340mm,工作面煤壁不得留有伞檐。如遇冒顶处和顶板不平整时,要用圆木背实,不可空顶、悬顶。伞檐规定:伞檐长度超过1m时,其最大突出部分薄煤层不超过150mm,中厚煤层不超过200mm;伞檐长度小于1m时,其最大突出部分薄煤层不超过200mm,中厚煤层不超过250mm。超过规定时,必须用长把工具摘除,必须使支架前梁接顶。3、工作面煤壁片帮、冒顶时期的顶板管理(1)及时拉超前支架,伸出伸缩梁维护顶部。(2)采面周期来压期间局部片帮段加快推采速度,使压力集中区后移。(3)煤壁片帮或掉顶时,必须及时前移支架维护顶板,及时伸出支架的伸缩梁挤住煤壁,防止片帮范围进一步扩大。(4)严格执行“带压”擦顶移
42、架制度。(5)在此期间禁止放顶煤,防止造成大面积冒顶。(6)若冒顶、片帮情况特殊时,另行制定补充措施。4、移架顺序为:降支架尾梁收支架伸缩梁降架移架升架伸支架伸缩梁。5、移架工艺(1)上端头1#架上方无靠点,当机头推移后,先前移2#架,然后再移1#架;当1#架前移完毕再移3#架及以下支架直至下端头;当移架跟不上采煤机时要停煤机等待移架。(2)超前煤机前滚筒3m提前收回伸缩梁,防止煤机割伸缩梁。(3)采煤机正常割煤时,滞后后滚筒3.0m及时打开支架伸缩梁维护顶板。片帮严重时要及时停机移超前架。(4)支架被升起后保持3秒钟,使支架达到额定的初撑力后方可将操作手把打回零位。 (5)严格按煤矿安全技术
43、操作规程 “液压支架工” 中的规定进行操作。6、移架质量要求(1)严格按“采煤工作面工程质量标准及检查评分办法”中的规定进行操作。(2)正常情况下,支架立柱液压行程在缸体内不小于200mm,以免承载过大压死支架。(3)移架前,要将支架架间和架前浮煤浮矸等杂物清理干净,并检查电缆、液压管有无挂、卡、挤、压现象,如果发现有损坏现象,要及时处理好后方能进行移架工作。(4)移架时,为保证输送机不被后拉,要将临架的推移千斤顶手把打到推移刮板输送机位置。(5)操作时要做到快、匀、够、正、直、稳、严、净。即各种操作要快;移架速度要均匀;移架步距要够;支架位置要正;各组支架排成一条直线;支架、运输机要平稳牢固
44、;顶梁与顶板要严密不留空隙;架前、架间煤、矸石、煤尘要清扫干净。(6)移架降柱不宜过多,一般在50100mm之间,以能较快的前移为准。一般条件下以不超过相临支架的侧护板的2/3为准,严禁两架支架同时降架。(7)移架时速度要快,一次移到位,并随时调整支架不得歪斜。(8)移架后要及时将伸缩梁打开,挤住煤帮,防止煤壁片帮。(9)移架后,工作面支架质量应达到动态质量标准化,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。即:“三直”:煤壁直、运输机直、支架直;“二平”:顶、底板平;“一净”:人行道浮煤清理净;“二畅通”:人行道畅通、上下出口畅通。(10)支架初撑力不得小于24MPa,并执行二次注液制度。(
45、11)支架钻底严重时,要用单体支柱辅助撑起,降柱提架,做到先提后移。若支架移不动或升不起时,必须将手把打到零位,查明原因,不得强行推移,以免损坏设备;支设单体时要挂好防倒、防崩绳并远距离操作。(12)支架出现漏液、串液及自动卸和荷现象时,应及时处理管接头、配液阀、安全阀等,严禁出现缺少密封圈、管接头使用单腿销、铁丝销和无销现象。(13)更换液压管、部件时,必须关闭截止阀,截止阀必须工作可靠,做到谁关谁开,严禁带压、带载拆卸管子和阀组。 (14)移架步距为0.6m;移架要作到少降快拉,防止出现漏顶现象;移架后必须保证支架齐直,其偏差不大于50mm,支架中心距偏差不超过100mm ;保证支架垂直于
46、运输机,其夹角在50以内;支架垂直于顶底板,支架顶梁要与顶板平行,其最大仰俯角小于70;相邻支架不能有明显错茬,错茬高度不得超过侧护板高度的2/3,支架不挤、不咬,架间空隙不超过200mm。三、特殊时期的顶板管理1、工作面基本顶初次来压前必须编制专门安全技术措施。2、工作面基本顶初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作。 3、工作面支架以及上、下顺槽所有单体支柱必须达到初撑力,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架状态,及时采取措施预防冒顶。 4、加强上、下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大支护密度,要确保端头支架上方铺联网与巷道搭接0.5m以上,防止出现端头冒顶。5、工作面停采时要
47、编制停采措施,加强顶板管理。6、过断层时另行补充安全措施。7、过顶板破碎时的管理(1)在顶板破碎地段,为了有效地防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时伸出伸缩梁护帮或前移超前架的方法维护顶板。(2)移架时,必须执行带压擦顶移架规定。四、放顶煤时的顶板管理1、严格按照放煤工艺进行放煤,放煤时随时观察尾梁、插板、放煤口喷雾情况,发现问题处理好后方可放煤。2、放煤工在分段放煤时,不得超过2处,严格控制放煤量,以防煤量过大压死后部刮板输送机。3、放顶煤时发现矸石及时停止放煤。严禁放大块矸石,以防卡住后部刮板输送机和破碎机等造成事故。4、放煤工在操作尾梁和插板时,应防止插入后部刮板输送机内,若出现尾梁自
48、降时,应及时升起,必要时可停机处理。五、工作面顶板管理 1、 本工作面选用ZF3600/15/28四柱支撑掩护式正四连杆大插板低位放顶煤液压支架支护工作面顶板;机头机尾各使用2架ZFG4000/17/30型放顶煤过渡支架;采空区采用全部垮落法管理顶板。使用液压支架支护顶板,必须符合以下要求:(1)工作面控顶范围内,顶底板移近量按采高不大于100mm/m,工作面不能出现台阶状下沉。 (2)、泵站出口压力不小于30MPa,支架初撑力不得低于设计值80%(24MPa),前梁及顶梁接顶严密,支架受力状态良好。 (3)、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于300mm,当支架上顶板冒落高度超过300mm时,应用板梁接顶。(4)、采高严格控制,最高不超过2.6m,最低不低于2.4m。液压支架的活柱伸缩量最高高度等于支架的最高高度减去200mm,其最低高度等于支架的最低高度加上400mm,较为合适(取决于采煤机机身高度)。因为
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