11041B回采作业规程1Word文档格式.docx
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直接底
泥岩
1.57
老底
炭质泥岩
5.09
5-6
最大涌水量
20m3/h
正常涌水量
8m3/h
瓦斯绝对涌出量
2.5m3/min
瓦斯相对涌出量
1.3m3/t
煤尘爆炸性指数
具有爆炸危险性
煤层自燃发火期
煤层自燃倾向三级
地质
构造
情况
根据补3、补4号钻孔资料、11041上、下付巷实揭地质资料及二1煤层底板等高线形态分析,该工作面整体呈一单斜构造,工作面里段受东南-西北背斜影响,局部底板受褶曲影响起伏较快,给工作面回采及煤质管理造成一定的影响,整个工作面煤层赋存较完整。
该面顶板岩性较为松软,易松动,回采时应加强对顶板及其煤质的管理工作。
由于该面煤层属中厚煤层,煤厚分布不均,回采时必须严格沿底回采,并及时对浮煤进行清理,提高资源回收率。
煤质
由于煤层顶板为泥岩,强度较低,回采时会增加外在灰份,因此在回采过程中必须加强煤质管理。
水文
水文地质情况分析:
1、顶板水2、底板水3、断层水4、老空水(详见地质说明书)
防治水措施:
1、该工作面受11061上付巷老空水影响,要求加强排水路线和排水设备的管理工作,回采时要做好水仓的排水清淤工作。
2、回采时要放净顶煤,并及时对浮煤进行清理,保证巷道有足够的高度。
3、地测人员要经常下井观测,收集该面水文地质资料。
4、在回采前必须对该面底板进行底板注浆加固。
回采
中应
注意
问题
1、回采时要加强地质及水情观测,若发现异常地质构造及水情时请及时与地质测量科联系。
2、该面二1煤层顶板比较松软,回采时应加强顶板管理,防止冒顶事故发生,提高煤质。
3、回采时要尽量沿底回采并放净顶煤提高资源回收率。
第三章采煤方法及生产工艺
第一节回采巷道布置
该工作面采用走向长壁炮采放顶煤全部垮落法采煤,11041B上副巷与轨道上山及回风上山相连;
11041B下副巷与轨道上山相连,与皮带上山通过进风联巷相通。
(详见巷道布置图)
第二节回采工艺
一、工艺流程
工艺流程:
煤墙注水→打眼、放炮、落煤→移主梁→装运煤→放顶、移副梁→放顶煤→移刮板输送机→采空区处理。
1、打眼、放炮
工作面生产前,跟班队长及班长负责处理采面不安全隐患,然后工作人员进行首次放顶。
即:
将每眼场每棚主梁采空区侧柱回出,并支设在副梁的中间,与主梁的中间柱站齐,同时,检查工作地点附近20m范围内瓦斯浓度,在瓦斯浓度不超限的情况下,严格按要求开始工作面打眼、装药、放炮等各项工作。
2、装运煤、护顶、单支架前移
放炮后,要及时攉煤、刷帮、挑顶,将主梁向前迈步前移,用合格的竹笆、椽子进行打顶,此时工作面形成最大控顶距3.4m。
3、放顶、移副梁
当工作面全部采通或分段采通后,即可把错后的副梁前移,移副梁前,需先把副梁采空区侧支柱回出,站在主梁煤墙侧,副梁前移后,把主梁中排巷柱站在副梁的煤墙侧,此时形成副梁一梁三柱。
放顶应由下向上逐棚进行。
作业前先检查安全情况,要求支架不歪不旋,放顶退路畅通,在安全的情况下方可作业。
副梁前移与主梁并成对棚后,把采空区用椽子、竹笆挡严,不得漏煤,煤壁片帮或有片帮危险时,必须及时用椽子、竹笆进行闭帮。
此时,采面刮板输送机在采空区侧,工作面形成最小控顶距2.4m。
4、放顶煤
工作面在放煤过程中,严格按单、双号,低位间隔多轮次循环放顶煤方法进行放煤,具体步骤如下:
(1)放煤口的位置及规格:
放煤口在距刮板输送机上方0.3~0.5m之间,规格为0.3×
0.3m,开口间隔为1.2m,即隔棚开口。
(2)编号方法
先把工作面划成10棚为一眼场,每眼场的编号为1、2、3、……,再在每眼场内把放煤口自上而下依次编为1、2、3、……等。
(3)单双号间隔放煤
即先在1、3、5……等眼场放煤,再在2、4、6……等眼场放煤,每眼场只设一个放煤口,全工作面最多只准两眼场同时放煤,即一次只准两个口放煤,不准多开口。
(4)多轮次循环放煤
即每个口不能把煤一次放完,为了控制工作面顶板,使顶板均匀下沉,每次只准放出顶煤的1/3~2/3。
放煤时间视顶煤厚度确定,但每次最长时间不得超过5分钟,然后堵严,待工作面放煤口全部放完一遍后,再进行第二轮次放煤,第二轮仍是单、双号间隔放煤,依次进行,直到把煤放完为止。
5、移刮板输送机
(1)采面顶煤放完后,开始清理工作面浮煤、杂物等,然后开始移刮板输送机。
(2)移刮板输送机必须从机头或从机尾进行,严禁从中间往两头移或从两头往中间移,边移刮板输送机边摘中排巷支柱,不准提前摘中排巷支柱,移刮板输送机摘柱距离不大于20m,摘柱时间不超过30分钟,移刮板输送机后,要及时将中排巷支柱站在主梁下,并穿齐穿正柱鞋。
刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢,与煤壁保持0.2m间距。
工作面刮板输送机弯曲段不准低于15棚,中排巷支柱站在煤墙侧距刮板输送机0.1m,三用阀、手把一致且支柱迎山有力。
移刮板输送机后及时打上机头、机尾压(戗)柱,机尾盖板盖好,否则严禁开机试运转。
(3)工作面移机头、机尾时,采面刮板运输机必须停机,机头(机尾)移过后在安全条件下开机。
6、采空区处理
采用全部垮落法处理采空区,要求冒落高度普遍大于1.5倍的采高,当采空区冒落不充分(悬顶面积超过2×
5m2)时,必须进行强制放顶,并制定专项安全技术措施。
二、顶板支护设计
1、煤层顶、底板
(1)煤层顶、底板岩性(见地质说明书)
(2)顶底板结构
直接顶→老顶
直接底→老底
(3)顶板分类
直接顶厚度为5.18m,根据本工作面观测情况,初次来压垮落步距为7~8m,老顶初次来压步距为18~20m,周期来压步距为10~15m,属二类中等较稳定顶板。
本工作面沿底回采,底板比压6MPa,属二类中等较稳定底板。
2、采场控制设计
该工作面顶板控制设计从“支、护、稳”三方面考虑设计。
(1)“支”
在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支柱所受压力比平时大的多。
因此,支护强度设计从这三个时期计算取最大值。
A、直接顶初次垮落期间
在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量,合理的支护强度为:
P1=MALAYA/2L小
=(5.18×
7×
2.5)/(2×
2.4)
=18.885t/m2
式中:
P1----支架支护强度t/m2
MA----直接顶厚度5.18m
YA----直接顶平均容量2.5t/m3
LA----直接顶初次垮落步距7m
L小---最小控顶距2.4m
B、老顶初次来压期间
要求支柱在不被压死的情况下,P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
P2=A+MBYBCB/kt/L小
=5.18×
2.5+11.89×
2.5×
18/(4×
N=19.57+29.2
=48.77(t/m2)
P2----支架支护强度t/m2
MB----老顶厚度11.89m
YB----老顶容量2.5t/m3
kt----岩重分配系数kt=4
L小---最小控顶距2.4m
CB----老顶初次来压步距18m
C、周期来压期间
在此期间,要求支架承担起直接顶,并能承担部分老顶的作用力,以减缓老顶的来压速度,合理的支护强度为:
P3=A+MCYCCC/L小
=5.18×
10/(4×
=48.714(t/m2)
P3----支架支护强度t/m2
A----直接顶厚度5.18m
Mc----老顶厚度11.89m
YC----老顶容重2.5t/m3
CC----老顶周期来压步距10m
取以上最大值,合理的支护强度应为:
P=P2=48.77t/m2
D、支护密度
按该工作面棚距为0.5m,每棚站柱5根,则支护密度为:
N实=5/(L棚×
L柱)
=5/(0.5×
3.4)
=2.94(根/m2)
N实----实际支护密度根/m2
L棚----实际棚距0.5m
L柱----最大控顶距3.4m
N设=Pmax/F0=48.77/30=1.626根/m2
N设--支护强度必须的支护密度
Pmax----计算取的最大支护强度
F0--支柱工作阻力,取额定工作阻力的80%为30t/根
经计算N实=2.94根/m2>
N设=1.626根/m2,故取支柱棚距为0.5m,每棚站柱5根,合乎要求。
(2)“护”的准则
A、护顶:
要求所选用棚距能满足不因竹笆和椽子的强度不足而引起局部冒顶,竹笆和椽子的强度能托住两棚间松散岩体的重量,根据理论和材料供应的材质,选0.5m的棚距可以满足护顶的要求。
B、护底
护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压。
否则,支柱要穿柱鞋,鞋的直径为:
Φ≥200√F0/π.G=200√30/3.14×
6=225.7(mm)式中:
Φ----柱鞋的直径
F0----单体柱额定工作阻力的80%30t
π----圆周率3.14
G----底板比压6MPa
该面选用直径300mm的铁鞋或相当于300mm直径,厚度大于200mm质地坚硬的片木(严禁使用腐朽的坑木),可以满足护底要求。
(3)“稳”的准则
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力,为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生,须提高支柱的初撑力,控制复合顶板的初期离层,增大软硬岩层间的摩擦力。
P初=H*R(cosa+1/f*sina)/h
1
=2.5×
1.4(cos12°
+──sin12°
)/2.94
0.5
=1.659t/根
=16.258KN/根
P初----支柱设计要求的初撑力16.258KN
H----复合顶板厚度(顶煤厚度)2.5m
R----复合顶板岩层容重1.4t/m3
a----煤层倾角12°
h----支护密度2.94根/m2
f----岩层间摩擦系数0.5
根据以上计算,结合《郑煤集团公司炮采管理规定》,工作面单体柱初撑力大于55KN可以满足要求。
3、采面支护
(1)采面基本支架及技术要求
本面采用DZ-22型单体柱配合2.4mπ型钢梁支护,每对棚中主梁一梁三柱,副梁一梁两柱,共5根支柱,π型钢梁对棚交替迈步前移,最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m,采高2.0m,棚距0.5m,煤墙梁头长0.1m,采空区侧梁头0.1m(不超过0.2m),中排巷支柱必须站齐、站正合格的柱鞋,支柱迎山有力(支柱迎山角按煤层倾角的1/6~1/8打设)。
初撑力必须达到要求,并确保煤壁及采空区侧支柱初撑力均衡。
放炮后,先检查处理采面不安全因素,然后进行刷帮及挑顶,作业人员必须站在支架掩护下作业,开帮深度1.0m,攉煤刷帮、挑顶后及时移主梁向前支护,打顶必须用质地良好的竹笆、椽子打设,严禁使用腐朽的椽子、竹笆,竹笆规格为1000×
500mm,椽子规格为Φ30×
800mm。
(2)特殊支架及技术要求
A、工作面安全出口及端头支护
上安全出口长4m、高2m、宽1.0m,上端头采用7对3.5mπ型钢梁配合单体柱支护(上安全出口5对,上副巷口2对),主副梁均一梁三柱,每对棚6根柱,上安全出口棚距0.5m±
0.1m,且最上一棚距上满收满回下棚梁头不大于0.3m,迎山、戗度与工作面棚相同。
上副巷口2棚,最下一棚作为抬口棚抬住上副巷顺山棚下帮梁头,最上一棚抬住顺山棚上帮梁头。
下安全出口长3m、高1.8m、宽1.5m,采用6对4.0mπ型钢梁配合单体柱支护,主副梁均一梁三柱,每对棚6根柱,棚距0.5m。
下安全出口机头上方采用四对八根4.0m长钢梁加强支护,其中2对4根4.0m长钢梁架设在安全出口内,另外2对4根架成密集棚,作为抬口棚,抬住下副巷顺山棚上帮梁头。
4m长钢梁均一梁三柱成对使用,同采面整体交替迈步前移。
4.0m长钢梁严禁侧向使用,变形或折断要及时更换。
安全出口处每班必须指派专人负责管理或维护,发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时,必须及时更换、凊挖。
工作面没有安全出口或安全出口不符合规定时,工作面内严禁工作。
B、两巷超前支护
①采面两巷超前支护长度不小于20m。
②工作面下副巷U型钢支护巷道靠采面20m范围内必须进行超前替棚,替棚时使用3mπ型钢配合2.2m的单体柱支护,若巷道超高,必须使用2.5m的单体柱配合3mπ型钢替棚(顶空时,必须使用段坑木将顶背实),柱跟下站上木鞋,倾斜方向坡度大于15º
的地段替棚后使用防倒链将单体柱固定在π型钢梁上,严防柱倒伤人。
巷道内采用双排π型钢梁配合单体柱支护,支柱必须站柱鞋,π型钢梁必须连续接顶,不平处要背紧背实。
③超前支护的支柱手把、三用阀的注液孔方向一律朝向巷道中间(下帮朝上帮,上帮朝下帮),减小风阻。
④超前支护范围内巷道高度不低于1.8m,有0.7m宽的人行道,支柱初撑力不低于55KN。
三、爆破设计
采用毫秒爆破落煤,炮眼布置图及爆破说明书(附后)。
1、爆破器材的选用:
(1)炸药:
选用煤矿许用乳化炸药。
(2)雷管:
采用1-5段合格的煤矿许用毫秒雷管,桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6欧姆,其延期量及脚线标志见下表:
段别
1
2
3
4
5
延期量(毫秒)
<
13
+10
25
-10
50
+15
75
110
脚线标志
灰红
灰黄
灰兰
灰白
绿红
(3)起爆器:
选用MFB-200型起爆器,最大起爆能力200发,另选用导通欧姆表来检验爆破线路的导通情况。
2、爆破过程与方法
(1)炮眼布置和装药量
工作面采高2.0m,采用“双排三花眼”布置炮眼,顶眼间距1.2m,距顶板0.5m,眼深1.0m,每眼装药量视煤层的松软情况而定,一般药量300g;
底眼间距1.2m,距底0.3m,眼深1.1m,每眼装药量视煤层情况而定,一般药量450g。
(2)联线方式:
串联。
(3)起爆长度:
一般6m(10棚8眼)。
(4)起爆顺序:
顶眼2-5段,底眼1-4段,其联线方式见图:
炮眼布置图(单位:
mm)附后
爆破参数及材料消耗表
眼深(m)
延期时间(ms)
装药量(g)
封孔
水炮皮
黄泥
1.1
130
450
0.3
1.0
300
底眼消耗
雷管
炸药
75×
450=33750g
顶眼消耗
300=22500g
每排巷炸药消耗量56.25kg每排巷雷管消耗150个
万吨炸药消耗量1049.8kg万吨雷管消耗2803个
炮眼封孔长度不少于0.5m,采用黄土、水泡皮封孔。
第三节通风系统
1、风流路径
新鲜风:
主副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B下付巷→11041B工作面。
主副井→皮带运输大巷→皮带上山→11041B进风巷→11041B下付巷→工作面。
乏风:
11041B工作面→11041B上付巷→11041B回风联巷→回风上山→总回风巷→回风井。
2、风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算
根据掘进过程及原开采过程中瓦斯涌出量情况,回采过程预测11041B绝对瓦斯涌出量最大为2.5m3/min,
Q=100kq
k-----瓦斯涌出不均衡系数取1.5
q-----瓦斯绝对涌出量取2.5m³
/min
则:
Q=100kq=100×
1.5×
2.5=375(m³
/min)
2、按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4nc
nc----工作面交接班时的最多人数取80人
则Q=4N=4×
80=320m³
3、按炸药消耗量计算
Q=25A
A----一次放炮所需的最大炸药量取4.5kg
则Q=25A=25×
4.5=112.5(m³
经计算:
该工作面风量取最大风量为320m³
/min。
风速验算
按工作面允许最低风速
Q=60×
Vd×
S最大
Vd-----工作面允许最低风速取0.25m/s
S最大----工作面最大断面积取2.9×
1.8=5.22㎡
0.25×
5.22=78.3(m3/min)
按工作面允许最高风速验算
Vg×
S最小
Vg-----工作面允许最高风速取4m/s
S最小----工作面最小断面积取3m2
S最小=60×
4×
3=720(m3/min)
经计算和风速校检可知:
工作面配风量为320m3/min,即可满足生产需求,结合集团公司关于炮采放顶煤工作面风量不小于450m3/min,不大于900m3/min的规定,因此工作面风量确定为450m3/min。
2、瓦斯安全监控系统
1、瓦斯安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域。
工作面共安装四种安全监控设备:
一个监测分站(S),一个馈电传感器,一个瓦斯电闭锁,三个甲烷传感器(T1、T2、T0)。
监测分站(S)安装在采区变电所内,馈电传感器安装在11041B上副巷口的总截路开关上,并与平地瓦斯监测系统联网,瓦斯电闭锁由监测分站完成,里甲烷传感器(T1)安装在回风顺槽距工作面5~10m处,外甲烷传感器(T2)安装在回风顺槽距下口10~15m处。
报警点、断电点均为0.8%,复电点在0.8%以下;
断电范围:
工作面及进、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源。
控制区域:
11041B工作面及进、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源。
T0安装在工作面上隅角,报警点为0.8%、断电点为0.8%,复电点在0.8%以下;
当瓦斯监控系统出现故障时,必须及时处理。
处理故障时,要加强人工检查瓦斯,消除瓦斯积聚现象。
按规定上隅角悬挂好便携式甲烷测定器,每班班长必须随身携带便携式甲烷测定器,以便随时检查瓦斯。
2、电源电缆及信号电缆敷设
(1)电源电缆:
从采区变电所引出一条电缆:
沿轨道上山巷到11041B进风顺槽负责供给皮带、液压泵站、进风顺槽刮板输送机、工作面刮板输送机及综合保护用电。
(2)信号电缆:
由监测分站引出三条信号电缆:
一条沿回风顺槽敷设至距工作面5~10m处接里传感器(T1),另一条巷沿回风顺槽敷设至距11041B回风顺槽下口10~15m处接外传感器(T2),第三条沿进风顺槽敷至距工作面5~10m处接里传感器(T0)
3、T1、T2、T0报警点、断电点、复电点及断电范围
名称
报警点
断电点
复电点
断电范围
T1
≥0.8%
0.8%
工作面及进、回风顺槽内全部非本质安全型电气设备电源
T2
T0
第四节供电系统及设备配备
由采区变电所引出一条电缆,沿皮带上山到11041B下付巷一部皮带机头,分为两条线路一条沿下付巷到刮板输送机及工作面输送机供电等。
另一条供液压泵站用电。
(详见供电系统图及电器设备配备表)。
电器设备配备表
序号
设备名称
规格
数量
用途
刮板输送机
SGB630/150
工作面运煤
转载机
SZZ730/55
下付巷运煤
皮带输送机
SPJ—800/2×
40
55
液压泵
MRB-125/75
提供高压乳化液
馈电开关
KBZ-400
截路开关
7
QJZ-200
8
真空起动器
QBZ-120
起动开关
第五节运输系统
1、运煤系统
工作面煤→11041B下副巷→溜煤眼→皮带上山→皮带运输大巷→主井煤仓→地面。
2、运料系统
平地料场→副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B上副巷→工作面。
第六节洒水降尘
1、平地静压水→副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B中联巷泵站、隔爆水袋、水幕等用水地点。
2、平地静压水→副井→轨道运输大巷→轨道上山→11041B下副巷→11041B下副巷水幕、隔爆水袋、各运输机头转载点的喷雾用
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