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第八节其他53
第八章灾害应急措施及避灾路线59
第一节灾害应急措施59
第二节避灾路线64
第一章概况
12808采煤工作面布置在28煤层,煤层厚度约1.5m,煤层倾角9°
,工作面平均走向长度365m,平均倾向长度85m,本区位于雍熙镇石板坡村北西翼,单斜构造,地层连续完整,产状较稳定,根据运回两巷揭露情况,该工作面有煤层变溥现象,对开采有一定的影响,但影响较小。
该区范围内无陷落柱、剥蚀带发育、冲击地压现象、火成岩侵入,矿井构造复杂程度为简单类型。
第一节地面相对位置及邻近盘区开采情况
12808回采工作面地面位于石板坡村,地面标高+1574-1588m。
井上、下对照关系见表1。
表1井上、下对照关系表
水平名称
+1500水平
盘区名称
地面标高/m
+1574m—+1588m
井下标高/m
+1502m-1535m
地面的相对位置建筑物
12808回采工作面位于地面雍熙镇石板坡村北西翼,地面为山地,受采面回采影响的有10多户民房建筑物,开采前必须进行搬迁。
还有供电铁塔,必须留足保护煤柱。
一、工作面的位置
12808工作面位于井筒东翼,工作面煤层底板标高为+1502~+1535m;
该工作面倾向长度:
运输巷长度为362m、回风巷长度为368m,开切眼长度为83m,可采面积为31025m2,可采储量为6.7万吨。
二、地面相对位置
本回采面为28号煤层,平面形状为矩形,停采线为沿进回风顺槽方向距1500下山20m,回采面地面标高为+1574~+1588m。
垂高为70米左右。
地面为山地,有10多处民房建筑物。
三、回采对地面的影响
在该采面开采前,对本区的上覆地层特征、地质构造及影响地表变形的主要因素有一个全面的调查,工作面开采的是28号煤层,预计在开采过程中地面塌陷程度较大,回采后对地面有影响,所以在回采前必须先对采面上部及附近60米范围内的居民进行赔偿并搬迁后,方能进行回采,避免回采时造成房屋倒塌,山体滑坡等造成人员伤亡。
第二节煤层
矿区煤系地层是上二叠统龙潭组,全组分二段,本矿区出露为龙潭组下段,含可采煤层三层编号是K28、K31、K32。
各煤层的主要特征详见表1-1。
表1-1可采煤层特征表
煤层
编号
煤厚度(m)
间距
(m)
结构
倾角
稳定性
体重
煤类
煤层顶底板岩性
最大
最小
平均
顶板
底板
K28
2.2
1.0
1.5
含夹矸
0—0.3
9°
较稳定
1.44
无烟煤
细砂岩
粉砂岩
26.9
K31
2.0
0.9
1.45
0—0.4
10°
6.10
K32
2.3
1.6
0—0.
泥质粉砂岩
第三节、煤类、煤质与煤的用途
主要可采煤层的煤质为黑色,多以粉状、碎块状有参差不齐的阶梯状断口,属半暗半亮型煤,K28号煤层分别取原煤样分析结果见下表。
(K28号煤层分析结果参照邻矿的分析结果)。
通过对可采煤层采样分析,该区煤类为无烟煤,其分析结果见下表1-2。
从表中看出,K28为煤层所产出原煤为低灰,低—中硫,高发热量无烟煤。
适用于动力、化工和民用。
表1-2可采煤层煤质特征表
原煤分析
Mad%
Ad%
Vdaf%
St,d%
Pd%
QbMJ/㎏
1.05
9.93
7.36
0.43
0.004
28.69
第四节、矿床开采技术及水文地质条件
1.开采技术条件
(1)岩土工程地质特征
根据矿区勘探及评估现场调查资料,区内出露地层按岩土体组合类型划分为软质岩类和松散岩类。
松散岩类工程地质岩组主要是第四系的残坡积层松散土石组成。
结构疏松,物理力学性质差,且变化较大。
软质岩类工程地质岩组主要为龙潭组的粉砂岩、粘土岩、炭质页岩、铝土质粘土岩、煤层等组成,岩石较软,抗风化能力弱,风化后呈土状,碎片状,细粒状,物理力学性质较差。
(2)矿区岩土工程地质条什评述
矿区内第四系为松散岩类的土体,另一类为软质岩类,岩石较软,抗风化能力弱。
总体看,区内岩土工程地质条件中等复杂。
(3)煤层顶、底扳稳固性
采区内K28顶板为细砂岩,煤层顶板稳定性较差,采煤过程中,常有漏顶、冒顶发生,宜边采边支护;
煤层直接底板为粉砂岩、泥质粉砂岩,易泥化引起支柱下沉或底鼓。
第五节地质构造
一、地层
纳雍县雍熙镇恒旺煤矿及周边出露地层从老到新有龙潭组下段及第四系地层,其岩性由老到新描述如下:
上二叠统龙潭组第一段(P3l1):
龙潭组全组分为两段,第一段和第二段,本采区只见到第一段的一部分,分布于整个矿区,岩性以碎屑岩为主,少部分碳酸盐岩,岩性为灰色、灰黑色,薄至中厚层状粘土岩、细砂岩、泥灰岩、泥质粉砂岩、夹炭质页岩及煤层组成。
是矿区的含煤地层,俗称“下含煤组”。
龙潭组第一段在采区范围内,没见底也没见顶。
第四系(Q):
主要由灰、灰黄、黄色耕植土、粘土、亚粘土、砂、碎石等组成。
区内大面积分布,厚0—10。
2、矿区地质
根据资源条件,如资源/储量、安全条件、煤层开采条件等确定矿井生产规模
井田储量相对丰富、煤层赋存稳定,采区地质构造简单、煤尘无爆炸性、煤炭按三类自燃煤层,矿井水文地质条件简单,12808采煤工作面在+1500m以上没有煤与瓦斯突出危险,是采区回采的有利条件。
但煤层瓦斯含量高是采区回采的不利因素。
二、断层、裂隙
本回采工作面在掘运输、回风两巷时有小构造,但对12808回采工作无影响。
三、其他因素:
根据地质钻孔及开掘巷道揭露资料,本工作面地质构造较简单,在本工作面范围内没有陷落柱、冲击地压现象、火成岩侵入的岩墙、岩床等构造。
第六节水文地质
一、含水层分析:
(1)地下水类型含水岩组及富水性
矿区内地下水类型有松散岩类孔隙水,碎屑岩类裂隙水两类。
①松散岩类孔隙水:
主要赋存于第四系松散残坡积层,松散沉积物的孔隙中,孔隙度高,透水性强。
富水性弱。
②碎屑岩类裂隙水:
赋存于碎屑岩的构造裂隙中,岩性主要为粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩、细砂岩,含水量较大,层间裂隙水是评估区地下水的主要类型。
(2)充水因素
大气降水对矿井充水的影响:
本工作面开采的煤层为龙潭组下段的K28煤层。
地表均有煤层露头,为弱含水层,含裂隙水,地下巷道离地表不远,垂深最大不足200米。
地表均在井巷采空区的影响范围内,由于采掘活动产生裂隙,裂隙水直接进入矿井,因此塌陷裂隙是矿井的进水通道,同时塌陷裂隙在地表又成为吸纳地表水的通道,增强吸纳地表水的能力。
大气降水是地下水的主要补给来源,大气降水成为矿井水的主要补给来源,对矿井涌水量的影响较大。
(4)矿井水文地质条件分类
根据分析,矿区地表冲沟发育,地表水排泄条件良好,煤系地层随开采深度增加,风化程度减弱,深部含水微弱。
矿区应属以大气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床,水文地质条件中等。
(5)矿井涌水量
贵州省地质矿产资源开发总公司2007年提交的《贵州省纳雍县雍熙镇恒旺煤矿资源储量核实报告》,同时考虑老窑及小窑的积水,矿井正常涌水量约61m3/h,最大涌水量107m3/h。
第七节影响回采的其他因素
该工作面设计根据防治煤与瓦斯突出规定进行消突后,按照《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》标准,采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测,经预算矿井生产时K28煤层+1500水平以下深部采煤工作面预测相对瓦斯涌出量分别为9.22m3/t、绝对瓦斯涌出量为4.68m3/min,根据2014年度毕节市煤矿瓦斯等级鉴定结果12808回采工作面的2个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×
0.75=1.5m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为21.59m3/t,绝对瓦斯涌出量为9.55m3/min。
矿井瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为17.03m3/t。
预测结果比瓦斯等级鉴定结果小,按瓦斯等级鉴定结果相对瓦斯涌出量为17.03m3/t,绝对瓦斯涌出量为10.39m3/min。
作为选择通风设备及瓦斯抽放设备的依据。
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件“黔安监管办字[2007]345号《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》”,中国矿业大学2009年10月提交的《恒旺煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》,鉴定矿井+1500m以上没有煤与瓦斯突出危险,本设计一采区按高瓦斯设计,矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。
第八节储量及服务年限
储量计算边界以运输顺槽(362m)、回风顺槽(368m)、开切眼(83m)及停采线(1500下山20m)为界,面积为31025m2,煤厚1.5m(平均厚度),容重为1.44t/m3,则:
Q地=31025×
1.5×
1.44=67014(t)
可采期=可采掘进长度/计划月推进长度=365/90=4(月)
第二章采煤方法
1、采煤方法:
采用走向长壁全部垮落法开采;
2、推进方式:
后退式;
3、落煤方式:
爆破落煤;
4、顶板管理:
采用全部垮落法管理。
5、支护形式:
采用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护;
煤层厚度平均1.5m,据此确定该面一次采全高,局部出现地质构造影响时,最小采高不低于1.4m,最大采高不超过2.0m。
第一节巷道布置
本工作面运输顺槽布置在+1502m,回风顺槽布置在+1535m;
运输巷、回风巷、开切眼均沿28号煤顶板掘进。
巷道断面均为梯形断面,支护形式为锚网支护。
附:
工作面巷道布置平面图
二、巷道特征表:
巷道名称
断面形状
支护形式
断面规格(㎡)
巷道长度(m)
运输顺槽
梯形拱
锚网
8.0
362
回风顺槽
半圆拱
锚喷
6.4
368
开切眼
矩形
单体、铰接顶梁
4.8
83
第二节采煤工艺
一、爆破落煤
采用电煤钻打眼,爆破落煤,炮眼采用三花眼或五花眼布置,炮眼角度,炮眼与煤壁夹角为85°
-90°
,顶眼倾角为5°
-10°
,底眼在垂直面上向底板方向保持10°
-20°
的俯角;
炮眼深度1.0m,炮眼封泥长度不小于0.60m,必须使用水炮泥,使用矿用毫秒延期电雷管,采用串联法连线;
放炮器必须完好,放炮警戒必须在进风巷避难硐室内。
采煤工艺流程:
准备→打眼→装药→放炮→敲帮问顶→铰梁架设临时支护→铺溜装运煤→架设永久支护→扫浮煤→打戗柱或密集柱→回柱放顶。
二、装煤与运煤
工作面装煤为人工攉煤到SGB620/40T刮板运输机上,运输巷布置一部SGB620/40T转载机和一部DSJ-80/40/40型胶带输送机至1500皮带下山,经DSJ-80/40/40型胶带输送机转载到主斜井皮带至地面。
祥见12808运输系统图
三、工作面支护和采空区处理
根据原恒旺煤矿已采过该煤层的支护经验,顶板岩性,工作面采高及现有技术装备,决定采用DZ20-30/100型单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁,初撑力90KN,使用大流量三用阀,软底时支柱穿铁鞋(Φ0.32m),顶板破碎时用木料背顶,严禁空顶作业,支护方式为齐梁齐柱正悬臂,前悬700mm,后悬300mm,柱距为0.8米,排距1米,采用3-4排管理。
工作面基本支护规格表
名称
支柱(m)
控顶距(m)
支护参数
顶板管理方式
放顶步距
排距
柱距
密度
强度
支回
切顶
规格
柱梁
1
0.8
4.2
3.2
1.6根/m2
41.6t/m2
见4回1
密集戗柱
1m
溜煤道支护(附图)
1、溜煤道宽度、贴帮柱、临时柱。
溜煤道宽0.7m,贴帮柱、临时柱连续支设时,柱距1.2m。
2、支回贴帮柱、临时柱的要求:
工作面正常进行时,不支设贴帮临时柱,特殊情况如:
顶板破碎带、过断层、溜煤道超宽、人员进溜煤道作业,支设贴帮临时柱。
贴帮临时柱支在顶梁。
贴帮临时柱自上而下支设,支设贴帮临时柱前必须先敲帮问顶,摘除悬矸活石。
回贴帮临时柱,人员站在斜上方人行道内远距离回柱,下部不准有人,并及时敲帮问顶,在专人监护下进行。
3、溜煤道支护措施。
(包括挂梁、使超前棚以及防止放炮崩倒支柱等加强措施)
(a)溜煤道采用悬臂梁护顶,柱梁布置方式为齐梁齐柱布置,顶梁前悬0.7m,后悬0.3m,顶梁不接顶时,用木料穿实,悬臂梁与支柱同步升起,具体操作如下:
爆破落煤移溜后,先在原悬臂梁下升起支柱,支柱稍用力,然后在顶梁上向前铰接悬臂梁,插上水平销,水平销小头向上,将顶梁调挂到适当位置,稍卸原悬臂梁水平销,并使支柱稍卸荷,调整顶梁,使垂直煤壁再升起支柱,初撑力达90KN以上。
操作时,二人进行,一人升柱,一人挂梁。
(b)溜煤道内的浮煤用长不小于1.5m的扒子扒到溜子里。
(c)溜煤道内的伞檐要用长扒子(>
1.5m)摘掉,摘顶找帮以下5m不准有人,人员站在摘顶找帮上方位置,不易摘掉的伞檐,按上述支临时柱的要求护顶。
(d)正常情况下,人员严禁进溜煤道,必须进入时,必须先停止出货,挂齐顶梁,打好临时柱,并有专人监护顶板和煤帮。
人员撤出溜煤道,发出信号后,方准进行其他工作。
(e)放炮时,炮口范围内的支柱活柱用皮子遮挡,炮后及时扶倒柱。
采空区采用全部垮落法管理。
循环爆破说明书
项目
眼
距(m)
深
距
顶
底
眼数
(个)
炮眼角度
雷管数量
(发)
炸药
装药结构
联线方式
一次起爆数量
炮眼布置方式
水平
(度)
垂直
每眼
(kg)
循环用量
封泥长度
上排
0.3
1.2
84
75
85
25.2
0.5
正向装药
串联
10发
三花眼
下排
1.1
0.4
-85
0.45
37.8
合计
168
63
第三节设备配置
机电设备配置表
序号
设备名称
型号
数量
备注
馈电开关
KBZ400
2
磁力起动器
BQD-80Z
3
BQD-60Z
4
刮板输送机
SGB-620/40T
5
带式输送机
DSJ-80/40/40
6
乳化液泵
RBZ-80/200
7
乳化液箱
MRX11
8
空气压缩机
BJ-20/80
9
煤电钻综合保护
NZS1.2
10
电煤钻
GMZ-1.2
11
橡胶电缆
MYP3×
16+1×
300
12
50+1×
25
400
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、支柱规格选择
从工作面两顺槽揭露工作面平均煤厚1.5m,根据单体支柱的最大、最小行程,该工作面使用DZ20-30/100型单体液压支柱,地质条件变化时,及时更换不同规格的单支柱,确保支柱对顶板支护有力。
二、支护设计采用类比法进行
1、参考本矿及邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。
填制本工作面矿压参数表
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
顶底
板
条件
直接顶厚度
m
基本顶厚度
3.5
3.8
直接底厚度
2.5
2.8
直接顶初次垮落步距
初
次
来
压
来压步距
最大平均支护强度
KN/m2
147
150
最大平均顶底板移近量
mm
30
来压显现程度
较明显
周
期
160
50
明显
平
时
直接顶悬顶情况
底板容许比压
№
直接顶类型
类
泥岩
基本顶级别
级
砂岩
巷道超前影响范围
15
2、合理支护强度的计算。
(1)采用经验公式计算:
Pt=9.8hγk=9.8×
2.5×
4=147KN/m2
式中:
P——工作面合理的支护强度,kN/m2;
h——采高,1.5m;
γ——顶板岩石重力密度,2.5t/m3;
k——工作面支柱应支护的上覆的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4~8,该处取4
(2)选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护(KN/m2)
选取上述两项中最大值147KN/m2,即为工作面合理支护强度。
3、支柱实际支撑能力计算:
Rt=kgkzkbkhkaR=135kN
式中Rt——单体液压支柱实际支撑力,kN;
kb——支柱不均匀数,0.45;
kh——采高系数,1.0;
ka——倾角系数,1.0;
R——支柱额定工作阻力,300kN。
4、工作面合理的支柱密度计算:
n=Pt/Rt=1/a*b=147/135=1.1根/m2
5、根据合理的支柱密度,确定柱距。
a=1/n*b
式中a——工作面柱距,m;
n——支柱密度,1.1/m2;
b——工作面排距,1m。
经计算得a=0.9m。
结合实际情况,a取0.90m。
6、选择合理的控顶距。
取最大控顶距4.2米,最小控顶距3.2米
二、选择支护材料
根据以上计算的支护强度,工作面间距、排距确定工作面选用DZ20-30/100型单体液压支柱和HDJA-1000铰接顶梁支护顶板。
背顶材料:
顶板破碎时,使用直径大于3mm的木条棍或厚木板背顶,用于防滑和支护顶板。
三、乳化液泵站设计
(一)泵站选型、数量
泵站及管路选型:
乳化液泵站选在工作面运输巷内,管路选用直径为25㎜的铁管。
(二)泵站设置位置
泵站必须安放平稳,固定牢固,停放在顶板完整,无片帮、无淋水处。
(三)泵站使用规定
(1)坚持使用乳化液浓度配比仪,乳化液浓度必须保证2%~3%,曲轴箱内润滑油合格,油位在油位线之间,油槽内润滑合格,油绳放置合理,并有合格的过滤网。
(2)泵站压力表动作灵活,压力达到额定值,必须保证不低于18MPa。
(3)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。
(4)曲轴箱内温度不得高于50度不低于5度。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
1、普通支护:
(1)支护材料:
主要为DZ20-30/100外注式单体液压支柱和HDJA-1000铰接顶梁,其各种普通支护材料参见表3—1,外注式单体液压支柱主要特征见表3—2。
(2)支护形式及梁柱相对位置:
采用一梁两柱齐梁齐柱走向棚,支柱位置:
单体支柱距梁头为200mm,距梁尾200mm。
(3)支柱排柱距及密度:
工作面支护排距1.0米,柱距0.8米,支护密度2架/平方米。
移梁步距1.0m,三、四排柱管理顶板。
放顶步距1.0m,输送机行人道宽度1.0m,堆放支柱顶梁。
全部垮落法处理采空区。
最大控顶距:
4.2m最小控顶距:
3.2m
(4)工作面顶板破碎或老塘窜矸严重时要加用枇子护顶,每棚6根枇子护顶。
回料时支设切顶柱,防止窜矸入面。
(5)支护工具型号性能
由两台RBZ-80/200型乳化液泵,一个MRXII型乳化液箱供给压力不低于18Mpa高压乳化液(浮化液浓度2-3%),通过主管路(内径25mm的钢管)和软管路,经注液枪(沿工作面每10米一把)注入柱腔内,使支柱获得不小于90KN的初撑力。
表3—1普通支护材料表
名称
规格
数量(根)
铰接顶梁
HDJA-1000
600
水平楔
带毛链
200
单体支柱
DZ20-30/100
650
表3—2外柱式单体液压支柱技术特征表
最大阻力(t)
最小高度(m)
最大高度(m)
行程(m)
油缸直径(m)
DZ
1.8
1.11
0.595
100
1.20
0.69
(6)工作面煤壁不得留有伞檐,铰接顶梁末端靠在煤壁上,并有梁窝,有片帮的地方必须使用大荆笆和圆木背实,防止大量片帮。
2、备用材料
料场设置在距工作面200米左右材料道一侧,必须做到所有材料上架管理,分类码放整齐,坑木板材必须做到不变质不损坏。
表3—3备用支护材料
序号
规格(型号)
单位
数量
根
HDJA—1000
80
带毛链
块
木垛料
1.6×
0.2×
0.15mm3
1.2×
各30
半园木
厚>
12cm
DZ25-30/100
3、工作面支护布置平面图(附图)
(1)支护顺序
落煤→挂梁→打水平销→打临时柱
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