21901工作面回采规程文档格式.docx
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在副平硐以南225~375m。
南翼轨道巷以东。
回采对地面设施的影响
无
走向长度(m)
604.7
倾斜长(m)
127.9
面积(m2)
7341.13
第二节煤层
工作面煤层情况(见表2)。
表2煤层情况表
煤
层
情
煤(岩)层总厚(m)
0.6~1.0
煤(岩)层结构
煤(岩)层倾角(度)
-8~4
0.8
0.6(0.1)0.2
-5
可采指数
0.94
变异系数(%)
稳点程度
较稳定
21.39
本工作面19煤层层位稳定,厚度变化不大,最大1.0m,最小0.6m,平均0.8m;
黑色,煤岩类型以暗煤为主,夹镜煤、亮煤,小断层发育,似金属光泽,块状、部分碎粒状。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况(见表3)。
表3工作面煤层顶底板情况表
煤层
顶
底
板
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
砂质泥岩、粉砂岩互层
10.0
灰色~深灰色,上部含泥质,中下部具细粒,水平层理发育。
直接顶
B4灰岩
1.0
灰~浅灰色,硫铁矿含量较高,层理较发育。
伪顶
粉砂质泥岩
0.1
灰黑色、块状,含植物化石,有时尖灭.
直接底
泥岩或炭质泥岩
2.54
深灰色,含植物化石碎片,夹细砂及泥质条带,局部为炭质泥岩。
老底
泥岩
9.94
灰~深灰色,成份以粉砂质泥岩为主,含少量泥质,层理发育。
21901工作面煤层综合柱状图
最小-最大
平均厚度
分层厚度累计(m)
柱状
1:
100
岩性描述
0-2.10
0.97
32.27
B4泥灰岩:
深灰色,局部相变为粉砂质泥岩或泥岩,全区发育,层位稳定,产腕足类动物化石。
0-5.06
2.04
34.31
19煤:
黑色,夹矸0-3层,岩性为泥岩,层位稳定,局部点出现不可采点结构复杂,区内属大部可采煤层,常与下部20号煤层分叉、合并。
0.29-15.703.3.81
38.12
….
….
….
粉砂质泥岩:
深灰色,块状,在区内岩性时为泥岩或粉砂质泥岩,局部为炭质泥岩,其岩性,厚度不稳定,变化较大。
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采影响(见表4)
表4断层情况表
构造名称
揭露断层位置
倾向(度)
倾角(度)
性质
落差(m)
对掘进影响程度
F1202
未揭露
247
32
正断层
10
对21901工作面回采无影响
1
21901回风巷里程350m
12
80
1.5
对回采有一定影响
2
21901回风巷里程360m
345
70
1.3
3
21901回风巷里程480m
185
4
21901回风巷里程595m
5
21901回风巷里程830m
160
2.0
6
21901回风巷里程892m
7
21901开切眼里程28m
165
75
逆断层
8
21901运输巷里程223m
135
1.2
9
21901运输巷里程360m
对回采影响较大
21901运输巷里程560m
92
11
21901运输巷里程688m
96
0.7
二、褶曲情况及其对回采的影响
无。
三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩)
附图1:
工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图
第五节水文地质
1、水文地质条件
21901工作面水文地质类型简单,回采过程中的直接充水水源为19煤顶板泥岩含岩溶裂隙水,富水性弱。
工作面以南有F1202正断层,对21901工作面无影响。
另外,回采中若遇大的断裂构造可能导通上部含水层,在工作面低洼处形成大的积水,影响正常回采。
故在回采过程中,应加强防治水工作,安设满足需要的排水设施,确保工作面安全正常回采。
2、涌水量预计
“比拟法”预测矿坑涌水量
根据矿区水文地质条件及矿床充水因素,直接充水含水层为含煤地层本身,而上部飞仙关组T1f1+2+3段为隔水层,飞仙关组四段(T1f4)含水层对今后矿床开采不构成影响。
故采用比拟法计算工作面涌水量较可靠。
(1)计算公式的选择
根据比拟法计算公式:
Q=αKL·
L,α取0.5计算得矿坑涌水量Q=0.5×
0.9532×
2034.8÷
24=40.4m3/h。
求得21901工作面正常涌水量约40m3/h。
3、防治措施
1)坚持“有疑必探、先治后采”的防治水原则。
2)要求工作面水泵排水能力不低于50m3/h。
3)封闭不良钻孔:
工作面内无封闭不良钻孔。
4)水情观测:
工作面生产过程中应注意顶板水情,遇到涌水异常现象,及时采取措施并向调度室和生产技术部汇报。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况(见表5)
表5影响回采的其他地质情况表
影
响
回
采
的
其
它
地
质
最大涌水量
60(m3/h)
正常涌水量
40(m3/h)
瓦斯
本矿为煤与瓦斯双突矿井,应加强瓦斯管理。
煤(岩)尘
煤尘无爆炸危险
煤的自燃(煤层裂隙)
自燃到容易自然
地温
18.2~30℃
地压
有地压,局部显现明显
二、冲击地压和应力集中区
本矿冲击地压不明显,巷道交叉点和采空区悬顶地段为应力集中区,应采取加强支护措施。
三、地质部门建议:
1、工作面断层影响严重地段,应制定专门回采补充措施。
2、加强瓦斯、煤尘、气温的监测工作,一旦发现有超标或异常现象,立即采取措施处理,确保回采安全。
3、加强地质观测,发现地质异常及时汇报。
4、回采时在巷道矿压显现地段要加强支护,防止顶板事故。
第七节储量及服务年限
一、储量(见表6)
表6储量计算表
块段号
走向长
(m)
倾斜长
斜面积
(m3)
煤厚(m)
容重
(t/m3)
工业储量(t)
回采率
(%)
可采储量
(t)
77341.13
1.62
100234.10
97
97227.08
二、工作面服务年限
工作面服务年限=(可采推进长度/设计月推进长度)/12
可采推进长度为604.7
设计月推进长度:
每月工作22天,每天两班半出煤,每班割煤2到,每天5刀,每刀截深0.6米。
每月推进66米。
工作面服务年限=(604.7/66)/12
≈0.76a
第二章采煤方法
第一节巷道布置
21901工作面上下两巷沿煤层顶板东西走向布置,工作面切眼垂直于上下两巷。
21901工作面上下两巷垂直于南翼轨道巷和南翼回风巷,通过煤仓与南翼运输巷联通形成运输、通风系统。
21901回风巷和21901运输巷都是梯形巷道,下宽4.2m,中高2.5m。
均为φ20×
2500mm的树脂锚杆加钢筋网喷射混凝土支护。
两巷停采线往外为半圆拱巷道,均采用锚网喷支护。
见附图2:
工作面及巷道布置平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
根据本工作面煤层赋存、顶底板状况、水文地质条件以及巷道布置情况,决定采用伪倾斜走向长壁后退式综合机械化采煤方法,一次采全高。
为了提高块煤率和减少人工清煤量,本工作面采取单向割煤。
整套回采工艺为:
采煤机破煤、装煤,工作面刮板输送机运煤,液压支架支护顶板,辅以单体液压支柱配合π型梁支护工作面两端头和两巷超前段,采用全部垮落法处理采空区顶板。
1、采高控制
根据支架的支护高度0.75~1.5m、采高范围1000~1300mm、煤层实际厚度的变化0.6~1.0m,确定工作面的最大采高为1.3m,最小采高为1.0m。
在正常情况下,当工作面局部煤厚超过1.3m时,留底沿顶回采,严禁液压支架超高使用。
当煤层厚度低于1.0m时,要根据实际情况进行破底或挑顶,必要时采用放炮方法推进。
正常情况下要沿顶破底回采,不准留顶、底煤。
2、循环进尺及循环产量
一个正规循环进尺为600mm。
一个正规循环产量96.5t。
3、进刀方式
采煤机进刀采用端部自开缺口,双向割煤,斜切进刀方式,斜切进刀段长度为30m,进刀深度0.6m。
要求沿顶板割煤,一次采全高。
具体操作如下:
(1)采煤机向上(下)割透端头煤壁后,向上(下)推移刮板运输机,使刮板运输机弯曲段为15m后,将两个滚筒上下位置调换,向下(上)进刀,通过15m的弯曲段至30m处,使得采煤机达到正常截割深度(即0.6m)。
按要求推移刮板运输机至平直状态。
(2)将两个滚筒的上下位置调换,向下(上)割三角煤至割透端头煤壁。
(3)割完三角煤以后,将两个滚筒的上下位置调换,采煤机空机返回。
(4)采煤机进入正常割煤状态。
割煤要保证工作面平、直,当工作面出现伞檐长度超过1m时,其最大突出部分不超过200㎜,伞檐长度在1m以下时,其最大突出部分不超过250㎜。
遇顶板破碎及地质条件变化时,煤机要慢速牵引,煤机司机与支架工要密切配合好。
附:
采煤机进刀示意图。
5、工序间距
支架操作方法:
临架操作。
移架方法:
追机逐架前移。
一般移架距采煤机后滚筒不小于6m(4架宽),但是如果顶板破碎则要紧跟采煤机前滚筒移架。
推溜距采煤机后滚筒不小于15m(10架宽)。
工艺顺序:
尾部进刀→采煤机割煤→移架→返刀→推溜子→进入下一循环
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc
式中W—正规循环生产能力,t;
L—工作面长度,m;
S—正规循环推进长度,m;
h—采高,m;
γ—煤的视密度,t/m3;
c—工作面采出率,%
则工作面循环产量为:
Q0=0.6×
127.9×
0.8×
1.62×
97%=96.5(吨)
(1)工作面日产量
工作面日产量计算公式如下:
Q=N·
Q0
式中:
Q——日产量,t
N——日采煤循环数,5
则工作面每天产量为:
Q=5×
96.5=493.6(吨)
第三节设备配置
一、21901工作面设备配置
21901工作面设备配置表
序号
设备名称
型号
单位
数量
备注
采煤机
MG160/360-BWD
台
刮板输送机
SGZ630/220
转载机
SZZ630/90
液压支架
ZY3300/7.5/15
架
87
乳化泵
GRB-200/31.5
2台(含1台泵箱)
移动变电站
KBSGZY-630/10/1.14/0.66
皮带机
SSJ-800
部
二、设备技术特征
1、MG160/360-BWD型采煤机性能参数
性能指标
参数
采煤机型号
采高范围
0.95~1.65m
机面高度
690mm
装机功率
2×
80+2×
15+11=361kW
过煤高度
194mm
牵引功率
2x15kW
牵引行走型式
销轨式牵引
牵引力
302kN
牵引速度
0~6.68m/min
截割功率
80kW
滚筒直径
φ800mm
滚筒截深
630mm
13
滚筒转速
73.7r/min
14
卧底量(中部槽高度190mm)
65mm
2、SGZ630/220型刮板输送机技术参数
出厂长度
150m(链轮中心距)
输送量
450t/h
110kW
刮板链速
1m/s
卸载方式
端卸式
紧链方式
闸盘式
牵引方式
齿轮--销轨式
传动装置
57JS型减速器(传动比1:
29.7551)和110KW双速电机
刮板链
26×
92mm圆环链,中双链,链条中心距120mm,刮板间隔920mm
链轮
7齿
中部槽
1500mm×
590mm×
263mm,铸焊结构
3、SZZ630/90型转载机
设计长度
28m
600t/h
1.34m/s
爬坡角度
12°
电动机
DSB-90
功率
90KW
转速
1475r/min
电压
1140
减速机
型式
圆锥圆柱齿轮三级减速器
传动比
26.597:
冷却方式
水冷
中双链
圆环链规格
2.26×
92mm
刮板间距
736mm
最小破断负荷
≥850KN
链条间距
120mm
4、ZY3300/7.5/15型掩护式液压支架
两柱掩护式液压支架
高度
750~1500mm
支架宽度
1420~1590mm
压力
31.5MPa
中心距
1500mm
初撑力
2618KN
工作阻力
3300KN
支护强度
0.47~0.56Mpa(f=0.2)
底板比压
1.3~1.5(底座前端),平均1.15MPa
适应采高
1.0~1.3m
移架步距
0.6m
5、乳化泵
BRW-200/31.5
电机功率
125KW
1140V
流量
200L/min
附图3:
21901综采工作面设备布置图。
第三章顶板控制
第一节支护设计
1、顶板支护设计
(1)支护形式
工作面顶板支护选用ZY3300-7.5/15型掩护式液压支架。
上下端头和两巷超前支护采用DW28/100、DW25/100、DW22/100、DW31.5/100型单体液压支柱配合4.8m(上下端头)及1.2m(端头以外区域)π型梁架棚支护,超前支护距离不得小于20m。
附图4:
21901工作面顶板支护示意图。
(2)支护阻力验算
根据容重计算公式:
P1=(n+1)·
∑h·
γ·
S·
g·
cosα
P1——工作面顶板支护需要支架的工作阻力,kN;
n——动载系数,1.5~2.0,周期来压明显时取大值,不明显时取小值。
周期来压无参考值,这里取大值2.0;
∑h——采空区顶板垮落高度,∑h=M/(K-1);
M—最大采高,取1.3m;
K—岩石碎胀系数,取1.35;
代入数据得:
H=1.3/(1.35-1)=3.71(m)
γ——顶板岩石容重,取2.5t/m3;
S——支架最大控顶距时支护面积,根据实测计算取5.44m2;
g——重力加速度,约10N/kg;
α——煤层倾角,取平均值8°
。
P1=(2+1)×
3.71×
1.3×
5.44×
10×
cos8°
=779.24kN
ZY3300/7.5/15型液压支架工作阻力为3300kN>
779.24kN
因此该型号的液压液压支架能够满足本工作面工作阻力的要求。
(3)支护强度验算
根据采高计算公式:
P2=n·
M·
P2——工作面顶板支护需要的支护强度,MPa;
n——顶板垮落高度为采高的倍数,一般为4~8倍。
这里取中间值6倍
M——工作面采高,取1.3m;
γ——顶板岩石容重,取2.5t/m3;
9.8——重力加速度,10N/kg。
P2=6×
2.5×
=195(N/m2)≈0.195MPa
ZY3300/7.5/15型液压支架支护强度为0.5MPa>
0.195MPa
因此该型号的液压支架能够满足本工作面支护强度要求。
第二节工作面顶板控制
工作面安装ZY3300/7.5/15型支撑掩护式支架87架,对顶板实行全支护垮落法控制。
控顶距为3400mm。
一、顶板控制支护方式
采用追机的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后,先移支架,再移输送机,即割煤—移架—移输送机;
采用带压擦顶移架的方式移架,正常移架要滞后采煤机后滚筒3~5架,不得超过6架。
顶板破碎时要紧跟前滚筒移架。
移架步距0.6m。
支护要求如下。
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、两畅通”。
(煤壁直、刮板输送机直、支架直,顶板平、底板平,浮煤清净,上下安全出口畅通)
2、加强支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于2618KN。
3、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过6m,防止长时间空顶。
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并升实支架。
5、工作面支架严禁歪斜、挤架;
否则,要及时调整。
二、特殊时期的顶板管理
(一)来压时的顶板管理
1、工作面初次来压前,派有经验的人员深入现场,掌握可靠的矿压显现数据,并制定专项初次放顶措施,区队要组成初次放顶安全管理小组,由队长、技术副队长、跟班队长、班长及有经验的老工人组成,每班有小组管理成员跟班指挥,发现不安全因素,立即处理,防止重大事故发生。
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、工作面初次来压时,工作面液压支架与端头支柱必须保证支架完好,全部达到初撑力要求,如采面来压,片帮严重,要超前移架或人工超前支护,保证顶板支护状态完好。
4、及时超前移架,缩小架前端面距和顶板悬露时间。
5、割煤时,要严格控制好割煤高度,采高控制在1~1.3m左右;
割顶、底板时支架受力均匀,并接顶严密。
6、上、下出口范围内如有变形、损坏的支柱,要及时更换,更换单体柱时要坚持先支后回的原则,缺柱的要补齐。
7、初次放顶期间,根据顶板来压预兆的情况,在上下出口采取相应措施加强支护,在老塘侧要加打密集点柱,以确保出口的安全。
8、来压期间或停产前,加强支架的检修质量,保证支架的完好。
9、必须严格执行敲帮问顶及找顶制度。
10、老塘侧回柱和进入煤壁侧作业时,做好护邦护顶措施后另外都要有专人负责观察,有问题要及时处理好后才能正常作业。
11、回老塘侧的柱子和π型梁时,要坚持由下向上,由里向外依次回撤的原则,回柱必须坚持先支后回原则。
12、回柱时,回撤人员必须站在支护良好的安全地点,保证后路畅通,并跟周围人员打好招呼,待其他人员躲到安全地点后再进行回柱。
13、生产作业过程中,要及时前移端头支护,保证末排支柱不超过支架尾梁,防止悬顶过大,老顶来压时摧垮切顶支护伤人。
14、回柱时,对能回收利用的木料要及时回收,严禁进入老塘作业。
对回撤困难的棚子可以使用绞车回撤。
15、使用绞车前,人员要站在工作面2#支架以或绞车后方上,绞车压戗柱齐全,信号联系准确。
17、初采期间老塘悬顶面积过大时,须制定专项安全技术措施
18、工作面初次放顶、初次来压前必须编制专门安全技术措施。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板管理
1、过断层及顶板破碎期间,上下出口必须加强支护。
支柱必须迎山有劲,缺柱时要及时补齐,对过顺山、退山、歪扭及失效柱子要及时更换,改柱子要严格执行先打后回的原则。
柱子要打在实底上,底板松软时柱子要穿柱鞋支护,栓好防倒绳。
2、过断层及顶板破碎期间,加强对支架的检修和保养,保证支架完好;
支架的所有管路系统,要吊挂整齐,不许砸压、挤埋;
严禁有跑、冒、滴、漏的现象,更不允许有支架自降现象,确保支架达到初撑力要求。
3、采面距断层4.5-6m时要调整好采高,严格控制采高,严禁不合理的割底或破顶,影响煤质。
4、在割煤过程中,司机要精神集中,注意好顶板变化情况,遇到片帮、顶板破碎容易冒顶时,要及时停机断电,处理好顶板后再割煤。
采煤机要放慢速度,以保证及时移架支护顶板。
运转中要随时注意并根据采面溜子的负荷情况、支架工移架速度等确定煤机牵引速度,发现采面溜子超负荷或听见停机信号时,溜子司机要立即停机,以防压死溜子。
待采面溜子恢复正常运转后再继续割煤。
5、工作面过断层及异常区顶板破碎带时,煤机司机必须密切注意顶板变化情况,及时停机,支架工及时移架,及时支护好顶板。
6、进入煤壁侧作业,必须停机闭溜,防止采面溜子、煤机误动作伤人,并随时注意煤壁及顶板情况,防止片帮掉矸伤人,严格坚持敲帮问顶制度,确实做到不安全不生产。
7、顶板破碎处必须及时控制好顶板,加强工程质量管理,支架初撑力必须达到要求,采面溜子、支架要平直。
8、移架前要向周围人员打好招呼,躲开被移支架下方3架以外,以防掉矸子伤人,被移支架上下3架的煤壁范围内有人工作时,不准移架,移架过程中,要注意调整支架,要做到一步三调,防止出现挤架、倒架和支架下滑现象。
移架后
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