煤矿回采作业规程11104工作面Word文件下载.docx
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第六章煤质管理………………………………………………………19
第七章安全技术措施…………………………………………………20
第一节一般规定………………………………………………………20
第二节顶板……………………………………………………………20
第三节爆破……………………………………………………………21
第四节机运管理………………………………………………………24
第五节一通三防………………………………………………………25
第六节强行放顶措施…………………………………………………26
第八章应急措施及避灾路线…………………………………………26
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1302采煤工作面位于主斜井以北,距离主斜井400余米。
工作面上部是11102采空区,下部是11104进风巷。
该工作面走向长400余米,倾斜长110米。
所采煤层为C1煤层,煤层倾角18度,走向37度,煤厚1.5-2米,所采水平为+2340~+2371。
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
+2340m
采区名称
一采区
地面标高
+2806m
井下标高
+2340~+2371m
地面相对位置
全部为陡坡地貌,地面无建筑物和其它工业设施。
回采对地面设施的影响
无其它建筑物和设施,回采对地面无影响
井下位置及与四邻影响
为于矿井一水平1#煤层,工作面靠矿井北面为井田边界,工作面南到主斜井。
沿倾斜向上为地表11102采空区,倾斜向下为11106采面(现尚无任何工程),相应的上覆煤层5号层未开采,无下伏煤层。
走向长度/m
400m
倾斜长度
110m
面积/m2
44000
第二节煤层
本工作面设计开采的煤层为1#煤层,通过地质资料分析,该工作面范围内,1#煤层赋存不稳定,上下两顺槽有多处小构造,煤层厚度在1.5~2m之间。
附图1:
煤层柱状图。
第三节煤层顶底板
表2煤层顶底板情况表
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
硬度系数
特征
基本顶
粉砂岩
20
3~5
灰色、浅灰色
直接顶
粉砂质泥岩
5
深灰色
直接底
2
2~4
图1:
煤层柱状图
第四节地质构造
本块(指回采块段)位于F11断层上盘,由于受F11断层的影响,本块地质构造发育,有多处伴生小断层,有一处断层落差过大,须采面搬家,其余回采时可以直接强行推过。
煤层厚度沿走向、倾向均有一定变化,对回采有一定影响。
第五节水文地质
一、涌水量
预计该面正常涌水量为1.6m3/min,最大涌水量为3.8m3/min。
二、含水层(顶部和底部)分析
本块回采主要水患是雨季地表水的渗入,整个地层为弱含水层,地表无河流、水库、农田和出水点,矿井充水因素主要是大气将水沿各种裂隙、采空区渗入井下。
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见表3
表3影响回采的其它地质情况表
瓦斯
相对瓦斯涌出量2.52m3/t,绝对瓦斯涌出量0.35m3/min
二氧化碳
绝对涌出量:
0.15m3/min,相对涌出量:
0.6m3/t
煤层爆炸指数
有爆炸危险
煤层自燃倾向
有自燃发火倾向
地温
180
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地压危险和应力集中区。
三、地质部门的建议
1、本块煤层回采前应合理选择架型,提高资源回收率。
2、本块煤层赋存特殊,回采中应加强顶底板管理。
3、加强水文情况观测,严格执行防治水措施。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
Qt=走向长×
倾斜长度×
容重×
煤平均厚度=395×
75×
1.45×
1.2=51547t
可采储量:
工作面可采储量采出率取90%,P损失量为2400t。
Q采=(Q工-p)c=(51547-2400)×
0.90=44232t。
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=(395-20)/(2×
30×
0.85)=7.4个月。
第二章采煤方法
根据煤层赋存条件,选择采用单一走向长壁后退式采煤法(一次采全高)
第一节巷道布置
回风巷:
层位:
9#,支护方式:
工字钢梯形棚,上宽1.8m、下宽2.6m、净高1.9m、净断面积4.18m2。
开切眼:
梯形木棚支护,净高为全煤高、上宽1.6m、下宽2m。
运输巷:
工字钢梯形棚,上宽2m、下宽2.8m、净高2m、净断面积4.8m2。
回采方向:
由北向南。
采止位置:
9#进风上山留10煤柱及采面搬家时0191-1#切眼要留10m煤柱。
(附图20155采煤工作面平面示意图)
第二节采煤工艺
一、工艺流程
交接班→检查处理安全→打眼→装药连线→重新补液→布岗、汇报→放炮排烟→临时支护→检查安全→打护身支护→攉煤→移溜→支基本柱→回柱放顶。
二、采高和循环进度
1、采高的确定:
工作面跟顶回采,正常回采期间,采高控制在1.4-1.8之间,平均1.6m,初放期间可控制在1.6m以内;
如局部变薄,可跟顶破底回采,特殊情况另补措施。
2、循环进度:
采用,“边采边准”作业制,每班循环进度为1m,圆班时度2m。
三、落煤
1、落煤方式:
放炮与手镐落煤相结合。
2、炮眼布置方式与爆破方法。
(1)、炮眼布置方式:
三花眼布置、炮眼间距为800mm、深度为1.2m。
(2)、爆破方法:
串联放炮、瞬发雷管配合煤矿乳胶炸药正向装爆破。
(3)、炮眼布置三视图(附图3)
(4)、采面爆破说明书见表4
表4炮眼说明表
炮眼布置方式
三花眼
放炮方法
瞬发雷管、正向爆破
连线方式
串联
一次放炮个数
≯15个
炸药
种类
煤矿乳胶炸药
雷管
顶眼
0.4kg/眼
底眼
0.5kg/眼
炮眼封泥长度
≮0.5m
四、装运煤
1、装煤:
放炮后由人工将放落的煤装入工作面刮板输送机,,再由矿车运出地面。
攉煤顺序为先采空区侧,后煤壁侧,分段进行。
采场内的浮煤由上而下回收。
2、运煤路线:
0191工作面→0191运输巷→9#进风下山巷→9#煤仓→下平硐运输巷→地面。
五、工作面支护及采空区处理
1、支护形式:
单体液压支柱配合金属铰接顶梁,齐梁齐柱、一梁一柱形式,正常生产采用“三四排”管理。
炮后出煤前及时支设临时护身点柱,其柱距不得大于1.5m(支设点柱时严禁攉煤)。
2、支护质量:
(1)、工作面支柱、顶梁、水平销及柱鞋备齐、备足,并有备用支护材料,材料须按指定地点码齐。
(2)、支柱打成一直线,排距1000mm,柱距800,偏差均不超过±
100mm,新暴露的顶板要用临时支护。
(3)、支柱支设应打在实顶底板上,迎山有力,有一定的迎山角,工作面支柱必须全承载。
(4)、支柱钻底量大于100mm时要穿底鞋,初撑力不得小于90KN,不足要进行二次注液。
(5)、挂梁后水平销要打满劲,水平销应水平插入顶梁牙口内,严禁将水平销立插,正常情况下的插入方向是小头朝工作面上方,禁止用木楔或其它物品代替水平销。
(6)、煤层变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或压死,活柱伸出量不少于150mm。
(7)、不得使用折损的坑木,损坏的顶梁和支柱,一旦发现立即更换。
3、采空区处理:
工作面采空区采用全部垮落法处理。
六、采煤工作面正规循环生产能力
W=75×
S×
h×
r×
c
=(95×
1×
1.2×
1.43×
90%)t
=150t
w:
工作面正规循环能力
S:
工作面循环进尺
L:
工作面平均长度
h:
工作面设计采高
r:
煤容重
c:
采出率
第三节设备配置
机电设备配备见表5
表5:
机电设备配备表
序号
名称
型号
数量
使用量
备用量
1
馈电开关
KBZ-400
刮板机磁启
QBZ-120
4
3
乳化泵磁启
刮板机
SJB-420
煤电钻综保
ZBZ-4.0
6
煤电钻
ZM15D-1.5
7
乳化液泵
BRW80/120
8
潜水泵
OYW-25/70N
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、单体支护强度验算
1、采用经验公式计算支护强度:
Pt=9.81×
γ×
k
=(9.81×
2.5×
7)KN
=206.01KN
式中Pt—工作面合理的支护强度
γ—顶板岩石密度,一般取2.5t/m3。
h—采高,1.2m
k—工作面支柱应支护的上覆岩层与采高之比,一般取4-8。
2、0171工作面支柱实际支撑力:
Rt=kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
Rb
=(0.99×
0.93×
0.95×
1.0×
292)KN
=255.08KN/m2
式中Rt—支柱实际支撑能力
kz—工作系数
kb—不均匀系数
kh—采高系数
ka—倾角系数
Rb—单体支柱平均支撑能力
3、工作面基本支柱合理支护密度:
n=pt/Rt
=206.01/255.08
=0.72(根/m2)
式中n—支柱的支护密度,根/m2
根据现场实际情况,取工作面排距为1.0mm,则基本支柱柱距:
L柱=1.0÷
(L排×
0.72)
=1.0÷
0.72
=1.38m
式中L柱—支柱基本排距
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