煤层悬移支架工作面采煤作业规程设计方案.docx
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煤层悬移支架工作面采煤作业规程设计方案
煤层悬移支架工作面采煤作业规程设计方案
第一节工作面概况
一、工作面位置
本工作面为我矿首次采用悬移支架放顶煤采煤法的采煤工作面,位于主井和副井之间,+775水平以下,+760水平以上,东以东轨下山为界,西以暗回风井为界,工作面底板标高为+760----+770米。
距地表垂深达370米,地面以埋石点551点以东350米左右,以南100至180米之间,呈荒漠景观。
二、开采范围:
项目
单位
最大
最小
平均
备注
地面标高
米
1150
1127
1147
底板标高
米
770
760
765
埋藏深度
米
450
367
370
走向长度
米
310
倾向长度
米
65
53
60
煤层倾角
度
25
5
15
煤层全厚
米
25
8
11
采高
米
2.2
1.6
2
放顶煤
米
11
6
9
容重
T/立方米
1.3
三、煤层情况
该采区位于钻孔加2—1孔附近,主采煤层为8—2+3+4,根据井下已揭露的情况来看,该煤层明显分为两层,上分层煤厚11米左右,局部超过20米,下分层3米左右,上下分层有层0.5至2.5米不等,由细砂岩、炭质泥岩组成的夹矸,煤层倾角在5—25度之间,该工作面只采上分层。
详见煤岩柱状图
四、地质构造:
从已揭露的煤层状况来分析,该采区没有断层,但从采区走向中部开始有一背斜,走向呈东南向西北方向,致使整个采区大部都在这个背斜轴的东部。
导致采区进回风巷局部地段没有跟到底板。
因此该工作面要合理控制移架方向,以防上、下端头暴露面积过大,避免冒顶、漏矸事故的发生。
五、围岩特征:
该面直接顶岩性一般为粉砂岩、泥岩,局部为粗砂岩、细砂岩,厚度5米左右;老顶为粗砂岩,伪顶为炭质泥岩、粉砂岩互层,厚度在0.30—1米之间,易冒落,直接顶为2类,老顶为2级。
底板岩性为粉砂岩、局部炭质泥岩。
项目
单轴抗压强度MPA
类别
老顶
1.59---15.73
2级
直接顶
1.59---15.73
2类
煤层
5左右
普氏系数1.5
底板
7.5
2类
六、同一煤层邻面矿压参数:
根据我矿775水平以上采用巷柱式采煤方法时的观察,一般直接顶的初次垮落步距为15米左右,周期来压步距为10米左右。
改用采煤方法后,尚需通过支柱的压力计进一步观察初次垮落、周期来压的压力,并依此指导矿井的安全生产。
七、水文地质情况
根据地质报告,矿井涌水为96.6m3/h,但该工作面涌水较小,只有运输顺槽卧底段有积水,因此要求在该段掘一临时水仓,架设水泵进行排水,同时在下平巷掘进时要防止透水事故。
另该面处在775大巷以下,还要预防775大巷的水沟积水,应采取有凝必探的预防措施。
八、瓦斯、煤尘、自燃发火情况:
根据地质报告,该矿井为低瓦斯矿井,相对涌出量为5.2m3/td.煤层具有自燃发火倾向.发火期为2~6月。
煤尘具有爆炸性,因此必须采取防灭火措施和洒水降尘措施。
九、附图:
工作面巷道布置图、切眼及巷道断面图
第二节采煤方法及回采工艺
一、采煤方法确定的依据;
1、煤层赋存的条件及开采的技术条件。
2、乌鲁木齐煤炭第一工业设计院为本矿设计的采煤方法设计
3、现有装备、管理水平。
二、采煤方法:
走向中长壁悬移支架放顶煤采煤法
三、采高和采放比:
依据现有设备,本工作面采高定为2米,放顶煤高度暂定9米。
四、悬移支架放顶煤采煤法过程
1、工作面布置完后,在悬移支架前端铺设一台SGT-40型刮板机,炮采工作面采高2米,放顶煤厚8-9米,支架推移步距为0.8米。
2、工作面采煤:
工作面支护采用悬移顶梁液压支架,支架上铺设金属网,炮采工作面布置二排炮眼,炮眼深度0.9米,排间距0.8米,一次爆破30个炮眼左右;工作面全爆破完后,人工进行扒煤,刮板机运煤,再移架0.8米,然后进行爆破落煤、运煤;同时打好顶眼,放完顶炮,震松顶煤。
3、放顶煤:
放顶煤时将后部金属网按倒“T”形剪开,由放煤口放煤,每次放煤口个数不超过5个,装煤采用人工攉煤至40刮板机;这样两个班在工作面爆破落煤、移架、打顶眼,一班放顶煤。
(二)、工作面回采顺序
工作面回采方向为采区后退式开采,煤层内采用下行式开采。
(三)、回采工艺;
1、工序:
破煤、攉煤、运煤、移架、移溜、放顶、采空区处理。
2、流程:
打眼、装药、放炮、拉网、挑梁、攉煤、移架、放顶煤、移溜。
按上述工序流程,现分述如下:
A、工作面破煤:
采用爆破落煤,打眼采用手提式煤电钻,选取煤矿用的销铵炸药,毫秒电雷管引爆,工作面每次连续放炮长度不得超过5米,由上至下每个作业组只放一组,等处理完安全、进行超前支护后方可继续放炮。
放顶煤时由于煤层较厚必须进行工作面预爆破,
B、工作面装煤:
工作面只铺设一台SGM-40刮板机一台,运量150T/H,放顶煤靠自滑至刮板机,其余人工攉煤。
C、运煤:
顺槽采用一台SGM-40型刮板机和一台SJ40胶带运输机,运送至皮带上山后进入煤仓。
D、铺联网工艺:
主要采用架前人工铺顶网,选取12号铁丝,机织菱形网,网格规格为50MM×50MM,网长6米、网宽1米,沿工作面方向铺设,长边搭接长100MM,用14号铁丝进行人工联网,短边可直对边联接,然后用前探梁将网挑起。
这样控制了破碎煤块漏矸、漏当,行之有效。
E、移架;首先将副梁支柱升紧,打好保护柱,然后对主梁支柱进行放液提腿,再给推进缸注液使主梁前移0.8米,再将副梁支柱注液升紧;接着按此方法移副梁。
移架时要保证双梁平衡,受力均匀,且垂直煤壁,若偏差较大时要及时调整支架或加打木衬。
F、移溜:
我矿工作面设计采用一台SGW-40刮板机,刮板机布置在架内,既采煤又放煤,放炮落煤后先移架,使刮板机靠后排支柱,放完煤后,再将刮板机前移.移溜时要采用移溜器进行推移.如用单体液压支柱移溜时,应加横挡,以2根支柱的根部作为支撑点,并对该2根支柱再次注液,撑紧顶板,严禁顶在单独的一根支柱的手把体处进行推移.
G、深孔爆破震松顶煤:
打眼方式,因顶煤较硬,需爆破松动,经过多种打眼方式的比较,最后选定架间打眼,虽因顶煤较厚,打眼装药有一定的困难,但相对可行。
炮眼参数:
初次放顶煤时孔深2.5米,孔仰角65-75度,正常放顶煤时,每一架间距布置两个炮眼,尾部炮眼深6米,孔仰角70度,装药量1800克,架前端孔深6米,孔仰角85度,装药量1800克;布设双排煤孔,孔距0.8米;孔深及装药量均要根据放顶煤厚度的变化而进行更改,既不能打穿顶煤又要与金属网留有0.5米以上的距离(即最小低抗线),以防放炮引起其它事故。
爆破松动顺序采用隔架爆破,由工作面尾部向头部分段进行,一次爆破不超过五架。
H、放顶煤:
当工作面移架后开始放顶煤,在采空区侧、刮板机上沿其上部0.2—0.5米之间,将网剪成倒T形放煤口让采空区侧煤自行滑到刮板机;放煤顺序自上而下,根据工作面长度和刮板机的负荷情况,工作面分3-4个分段,第一轮在一个分段内先在两端开口放煤,每隔15米开口放一次,当放煤口出现石块时,便重新绑扎好放煤口,使石块不能从放煤口放出,然后再开两个放煤口之间放煤,放煤间距变为7.5米,第三次在两放煤口之间再加一个放煤口,依次逐渐缩小放煤口间距,直至放煤口缩小至1.3米.至此第一轮放煤结束,将以上过程连续三次,直至顶板均衡下落,为整个放煤过程结束.
I、清煤移溜:
采煤工作面顶煤放完后,开始清理刮板机两邦浮煤,使采高保持2米,然后开始移溜。
移溜时从上往下依次移设,严禁从两头同时向中部或多头移溜,溜子要保持平、直、稳并试运转正常。
四、爆破说明书及炮眼布置
(1)、开邦工作面
1、炮眼布置图(见附图)
2、炮眼特征表
名称
距离(米)
位置
角度
眼深(米)
利用率%
装药量g
距底
距顶
仰府
水平
顶眼
0.8
1.4
0.6
90
70
0.9
90
300
底眼
0.8
0.4
1.6
80
70
0.9
90
300
3、爆破说明书
序号
项目
单位
数量
1
打眼工具
型号
MS2--12
6台
2
炮眼特征
循环眼数
个
150
平均深度
米
0.9
循环炮眼总长度
米
135米
3
炸药
炸药种类
矿用硝铵炸药
每孔装药量
G/眼
300
循环用量
KG
45
4
雷管
种类
毫秒电雷管
循环用量
个
135
5
封泥
炮泥
米
封满填实
6
连接方式
串联
每次爆破长度
不超过去5米
(2)、顶煤预爆破:
由于采煤工作面顶煤较厚,煤质较硬,为了便于顶煤下放,放落的顶煤易于放出,特进行工作面顶煤预爆破。
1、炮眼布置图
2、炮眼特征表
名称
距离(米)
位置
角度
眼深(米)
装药量g
距煤壁
仰角
水平
顶眼(靠近采空区)
1.0
1.5
80-85
垂直
6
1800
顶眼(靠近煤壁)
1.0
0.7
85-90
垂直
6
1800
4、爆破说明书
序号
项目
单位
数量
1
打眼工具
型号
MS2--12
6台
2
炮眼特征
循环眼数
个
112
平均深度
米
6
循环炮眼总长度
米
672米
3
炸药
炸药种类
矿用硝铵炸药
每孔装药量
G/眼
1800
循环用量
KG
200
4
雷管
种类
毫秒电雷管
循环用量
个
112
5
封泥
炮泥
米
封满填实
6
连接方式
串联
每次爆破长度
不超过5米
第三节作业形式与劳动组织形式
一、作业形式:
1、循环方式:
循环进度1.6米,即爆破落煤两次(每次进度0.8米),放顶煤一次为一循环。
2、作业形式:
两班工作面炮破落煤,一班放顶煤
二、劳动组织形式:
采用专业分工种、分组作业形式。
详见循环劳动出勤表
三、循环作业组织措施
1、提高工时利用,做好各工序间的配合。
2、加强各工序的质量,确保正常生产。
3、做好各工序间的平行作业,充分利用回采空间和时间,缩短循环周期,提高劳动生产率。
4、加强夜班维修质量,保证设备正常运转,为生产班创造良好条件。
四、循环劳动出勤图表
第四节工作面支护和顶板管理
一、煤层顶底板岩性
顶板:
细砂岩碳质泥岩和粉砂岩互层
底板:
细砂岩
二、支护方式的选择
根据设计方案,本矿工作面选用ZHF1800/16/30X型悬移顶梁液压支架,二梁六柱,三排管理,开帮进度0.8M,架间距1M,最大控顶距3.2M,最小控顶距2.26M。
最大控顶距工作面支护密度为1.43根/M,最小控顶距时工作面支护密度1.93根/M。
1、利用八采高计算法验算
2、八倍采高煤岩重量
P=8H=2.0*[4.5*1.3+3.5*2.6]=29.9T/平方米
式中:
P;八倍采高煤岩重量T/M
H:
工作面采高(2M)顶板煤岩平均容量:
煤1.3,岩2.6
2,按支架全部受规则垮落层以下煤岩重量计算
根据有关综合采放顶板煤的研究,开采时规则垮落层的厚度为煤层厚度2~5倍,悬移支架工作面控顶较小。
P=2*H1*R0+(H1—H2)*R1=59
式中:
P:
规则垮落下煤岩重量;H1:
煤层厚度H2:
工作采高R1:
岩石综合容重R0:
顶煤综合容重9:
放顶煤高度
0.2:
工作面回采80%,20%煤不能放出
3、支
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- 煤层 支架 工作面 采煤 作业 规程 设计方案