10206工作面回采作业规程.docx
- 文档编号:4442230
- 上传时间:2022-12-01
- 格式:DOCX
- 页数:37
- 大小:53.23KB
10206工作面回采作业规程.docx
《10206工作面回采作业规程.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《10206工作面回采作业规程.docx(37页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
10206工作面回采作业规程
贞丰县挽澜乡岔河联营煤矿
10206工作面回采作业规程
岔河联营煤矿
2014年8月15日
职务
审批意见
日期
矿长
总工程师
安全矿长
生产矿长
机电矿长
规程贯彻学习
贯彻地点
贯彻人
贯彻时间年月日
学习人员签名
姓名
姓名
姓名
姓名
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置:
10206工作面位于岔河联营煤矿K2煤层一采区西翼。
开采标高为+909m~+911m。
工作面运输巷、回风巷均沿煤层布置(卧底),切眼巷道沿煤层布置。
该区域地面多山崖、陡坡。
可能对地表建筑物造成一定影响,因此要留足够保安煤柱,地表无水库,无河流通过,雨季下大雨时地表水容易流走,无积水环境。
二、地质简况:
1.K2煤的物理性质:
开采的煤层为上三叠统火把冲组K2煤层。
煤层平均厚度为1.2米,倾角1~2°,平均1.5°。
煤岩为黑色,呈玻璃或金刚光泽,性脆,阶梯及参差状断口,条带状结构,层状构造,节理较为发育,含黄铁矿结核及细脉。
K2煤层的化学特征:
矿石(特征)具显微结构,凝胶化基质及木煤体呈显微分子形态,非均匀性强,凝胶化基质84%,丝炭化基质及镜煤丝炭8~12%,角质化物质呈条带状,含量1~5%,黄铁矿包裹于基质体中,含量1~3%,其他矿物质及杂质1~2%。
属丝炭亮煤及角质亮煤类型的烟煤气肥煤。
2.地质构造情况:
K2煤层位于火把冲组第二段,该组岩层为三角洲平原沉淀,主要由砂质粘土岩为主,夹炭质粘土岩、炭质粘土岩及煤层(线)等组成。
煤层变化不大,煤层产状与地层产状一致,煤层顺层产出。
煤层无夹矸。
围岩界线清楚,属结构简单煤层。
上距K3煤层约75米。
3.围岩性质:
煤层顶板为石英砂岩,间接顶板为粉砂岩夹粘土岩。
细沙局部裂隙较为发育;煤层的底板细砂岩,间接底板为粉砂岩,易风化破碎。
4.水文地质情况:
根据目前掘进巷道的情况分析,主要水源来自于顶板砂岩中较为发育的裂隙水,泉水流量小。
5.煤尘、瓦斯情况:
根据贵州省煤田地质局实验室2010年6月18日提交的贞丰县岔河联营煤矿K2、K3煤层的煤尘爆炸性鉴定报告,K2、K3煤层的煤尘没有爆炸危险性煤炭自燃倾向性等级鉴定报告,K2、K3煤层的煤炭自燃倾向性等级为三类不易自燃煤层。
根据贵州省煤炭管理局文件黔煤行管字【2005】287号、【2006】66号、【2007】516号矿井瓦斯等级鉴定报告批复,鉴定结论挽澜乡岔河联营煤矿为低瓦斯矿井。
工作面特征:
10206工作面平均可采厚度1.18米左右,煤层赋存总体基本稳定。
矿压:
初次来压步距:
10~15m;周期来压步距:
15~25m
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
+900水平
采区名称
K2一采区
地面标高
+1337.2
井下标高
+910m
地面的相
对位置
为大部分山崖、陡坡。
回采对地面设施的影响
10206工作面地面绝大部分山崖、陡坡,开采可能对地表建筑有一定的影响,且加大地质灾害预防工作。
井下位置及相邻关系
一采区10206工作面位于一采区西翼,东以设计的集中回风巷保安煤柱线为界,南面以规划的三采区保安煤柱线为界,西以设计的矿井边界保安煤柱线为界。
北为10240采空区。
走向长度
(1)
560m
倾斜长度(m)
200m
可采面积(m2)
112000m2
第二节煤层
煤层情况表_______________________________________________________________________________________________________________________表二
煤层厚度(m)
1.2
煤层结构
单一煤层
煤层倾角(度)
1—2
开采煤层
K2煤层
煤种
烟煤
稳定程度
较为稳定
煤层
描述
本工作面为上三叠统火把冲组K2煤层,平均厚度为1.2米,倾角1—2度,该区煤层赋存简单,煤层为高灰、中硫煤,硫分主要为硫化物硫和有机硫,磷含量特低,低挥发份,发热量5600卡/g,容重为1.4t/m3。
由地质说明书可知,本工作面地质储量为188160T,可采储量为182515T。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表三
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
基本顶
中细砂岩
灰色,成分以石英为主。
直接顶
石英砂岩
灰、紫色石英砂岩、细粉砂岩、粘土岩等组成。
间接顶、底
粘土岩
灰黑色,易风化,常含炭化植物化石碎片,参夹粘土岩。
直接底
细砂岩
多为灰色、绿灰色,细沙石英岩、细砂岩、粘土岩等。
老底
茅口灰岩
大于19
灰绿、黑色粉砂岩、粘土夹灰色细—中砂岩至中粒石英砂岩底部为块状砾岩。
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
在掘进初期遇到F2断层,但本工作面开采时受到断层的影响不大。
二、褶曲情况以及对回采的影响
本工作面范围内为下山开采,无褶曲构造影响。
三、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)
地质构造较为平稳,下山开采顶板岩层裂隙水沿工作面前进,无较大的影响。
第五节水文地质
一、涌水量
正常涌水量:
0.3m3/h
最大涌水量:
0.5m3/h
二、含水层(顶部和底部)分析
据前期巷道掘进揭露F2断层为无水断层,矿井水多为煤顶板裂隙水,与大气降水通过顶板发育裂隙渗透至开拓巷道或煤层中有关。
三、无其它水源的分析
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
矿压:
根据本采区同煤层矿压观测资料,初步来压步距为10~15米,周期来压步距为15~25米。
二、冲击地压和应力集中区
10206工作面无冲击地压和应力集中区。
第七节储量及服务年限
一、储量
本工作面地质储量为18.8万T,可采储量为18.3万T。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=(可采推进长度/设计月推进长度)=560m/75m=7.5(月)
第二章采煤方法
一、采煤方法的选择
10206工作面采用走向长壁后退式方法;采用采煤机(切煤机割煤方式)采煤,工作面沿走向方向布置。
二、采煤方法及确定依据
确定依据:
根据一采区设计确定,10206工作面倾斜长度200米,可采走向长度560米;工作面运输巷、回风巷沿煤层走向布置,回采工作由内向外推进。
三、回采顺序
10206工作面从工作面切眼开始,采用水平推进,终止位置为总回风巷保护煤柱线。
第一节采煤工艺
一、工艺流程:
班前准备→检查设备→起动开机、端部斜切进刀割煤→移柱、回柱放顶、推输送机→移转载机→一个循环→机头(尾)斜部进刀割煤→移柱、推输送机下一个循环。
二、工艺说明:
(1)、割煤方法:
采用单向割煤,采煤机行走时,单滚筒割煤,采煤机由机头(机尾)到机尾(机头)即为一个循环,MG100/111—TD型采煤机进刀截深为1m。
进刀方式示意图附后;
(2)、装煤:
采煤机滚筒螺旋旋转装煤。
(3)、工作面运煤:
工作面运煤采用一部SCD-630/90kw型输送机,10206运输巷安装一部DSJ-650型胶带输送机将煤转载至主皮带运输巷。
(4)、移柱:
在距采煤机后滚筒5米处移液压支柱,移柱步距为1米,若顶板破碎易垮落时,移柱工作应滞后采煤机滚筒3.0米进行,打柱、回柱时,必须将操作片阀手把打到零位。
(5)、推输送机:
距采煤机后滚筒15米时开始推移输送机,步距为1米,输送机水平弯曲度不得超过±1°,推输送机时动作不要过猛,输送机移到位后及时将操作手把复零位。
输送机与煤壁间距为200—300mm之间。
输送机与第一排基本柱间距为200—300mm之间,确保割煤机电缆、高压管不被损坏。
(6)、移转载机:
利用液压支柱推移,每次推移步距为1米,工作面运输巷每推进60米缩一次皮带。
三、上、下安全出口炮眼布置方式及放炮方法
1、炮眼布置图:
(见附图)
2、爆破说明书
炮眼名称
炮眼布置
炸药
雷管
封孔
位置
方向
间距
m
深度
m
炮眼个数
一次联线数
种类
每孔用量
Kg
循环用量
Kg
段号
用量
材料
长度
m
距顶
距底
水平
垂直
上眼
0.3
90
87
1.0
1.2
10
1
煤矿许用炸药
0.30
3
毫秒
10
黄泥或水炮泥
0.5
底眼
0.2
90
83
1.0
1.2
10
1
0.30
3
毫秒
10
0.5
合计
20
2
6
20
说明:
本设计以煤厚1.2m为基础进行设计,如煤厚在1.3m以上可以根据现场实际情况适当减小眼间距,采用正向装药,警戒距离100m以上,此设计循环指每班次中循环。
3、打眼要求:
1)炮眼布置严格按照双排眼布置,眼距1.0米,顶眼距离顶板0.3米,底眼距离底板0.2米;
2)打眼严格按照爆破说明书要求,掌握好眼距、角度、深度;
3)打眼、爆破要确保爆落煤块度适宜,不破坏顶、底板;
4)打眼要掌握好炮眼的深度,确保爆破后够宽,不留顶底煤,不留伞檐、舌根,保证煤壁平直。
4、装药说明:
工作面采用毫秒延期电雷管。
5、放炮要求:
原则上要求采取一次打眼、一次装药,分次爆破作业,一次爆破作业的炮眼个数为3个或6个;适当加大通风时间,待炮烟全部吹散后方可进入工作面作业。
如顶板破碎,必须采取分次打眼,分次装药,分次爆破作业。
四、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×C=200m×1×1.2m×1.4×0.97=326(吨)
式中W-正规循环生产能力,t;
L-工作面长度,200m;
S-正规循环推进长度,1m;
h-采高,1.2m(平均);
r-煤的密度,1.4t/m3;
C-工作面采出率,97%;
第二节设备配置
设备配备情况(采煤、支护、运输设备的名称、型号、主要技术参数和数量)
设备名称
型号
单位
电机功率
使用量
备用量
负荷(Kw)
单滚筒割煤机
MG100/111—TD
台
110
1
1
90
刮板运输机
SCD-630/90
台
90
2
1
40
真空馈电开关
KBZ—400
台
1
1
真空防爆开关
QBZ—80
台
4
1
乳化泵
XRB40-200
台
37
1
1
乳化箱
XRXTA
台
1
注液枪
DZ-Q1
把
8
2
煤电综保
ZBZ-4.0Z
台
2
1
煤电钻
MSZ1.2
台
2
2
调度绞车
JD-11.4
台
1
11.4
回柱绞车
JH—8
台
2
7.5
单体液压支柱
DW16/100
根
100
100
铰接顶梁
HJDA-1000
条
1000
100
放炮器
FMB-100
台
1
1
合计
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、单体液压支柱工作面的支护设计
(一)使用顶底板控制设计专项系统
1、按煤层采高8-10倍岩重计算公式:
(8-10)×25×0.89=(178-222.5)KN/m2;计算出的支护强度值偏大,超出本矿的合理柱、排距所能达到的支护强度,该理论计算公式不适合于本煤层。
但因直接顶为石英砂岩,总厚度为10米,工作面支护的是直接顶,所以支护强度理论值为:
25×10=250(KN/m2)
(二)采用类比法进行计算
1、参考邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参考数
2、合理支护强度的计算:
采用经验公式计算:
Pt=9.81×h×r×k=250(KN/m2)(K取值为4~8,取一个中间值6)
选取“同区域煤层矿压观测选择和预计本工作面矿压参考数参考表”中最大平均支护强度为215KN
选取上述两项中最大值250(KN/m2),即为工作面合理支护强度。
3、支柱的实际支撑能力计算:
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×250=191(KN)
4、工作面支护密度计算:
N=Pt/Rt=250/191=1.30(根/m2)
5、根据合理的支护密度:
由排距为1米,可知柱距为0.9米,为保证支护的可靠,确定为0.8米,但考虑到回采工作面的复杂性及安全因素,在切顶线上增加一排密集以加强支护,故本工作面选用单体液压支柱是符合要求的。
选择合理的控顶距:
最大控顶距为4.2米,最小控顶距为3.2米。
、支护形式:
本工作面的支护形式根据上面的的计算确定为:
采用DW系列单体液压支柱配合HJDA-1000型金属金属铰接顶梁,直线齐梁齐柱式布置,倾向架设,一梁一柱中定位,排距1米,柱距0.8米,“三·四”排管理,放顶步距1米。
二、基本支架
1、规格型号和主要参数
项目
支柱型号
顶梁
型号
柱距
㎜
排距
㎜
支护
密度
支护强度
初撑力
参数
DW系列
HJDA1000
800
1000
1.30棵/m2
106KN/m2
90KN
2、支护质量和过顶要求
A、支护质量:
(1)工作面支柱、顶梁、水平销对号管理,编号清晰;
(2)支柱打成一条直线,排距1000mm,柱距800mm,偏差均不超过±100mm,端面距不大于200mm;梁头到煤壁最大空间距不能超过200mm。
(3)支柱支设应迎山有劲,初撑力不得低于90KN,不足要进行二次补液,初撑力合格率在90%以上,不得出现连续三棵及以上单体液压支柱初撑力低于规定值;
(4)工作面配齐一峒水平销,挂梁后水平销打满劲,严禁将水平销立插;
(5)煤层变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或无伸出量,活柱要留有一定的伸出量0.2米;
(6)不得使用折损的坑木、损坏的顶梁和失效的支柱,一旦发现立即更换;
(7)煤壁易片帮处棚棚背帮,并用背板腰严背实。
B、过顶材料规格:
背板过顶。
三、乳化液泵站
(一)泵站选型、数量
根据本矿现有设备,本工作面选用泵站型号XRB40/200,一台套。
(二)泵站设置位置
1、泵站位置设定依据“运输、安装方便,距离近、通风条件好”的原则,泵站设在泵站设在轨道大巷。
(其体位置到现场查看后确定)
2、泵站安装的位置附近巷道安全、无淋水,通风效果好。
(三)泵站使用规定
1、泵站司机必须经过培训,并持上岗证上岗。
按操作规定操作。
2、乳化泵站和液压系统完好、不漏液。
泵站压力达到18MPa,乳化液浓度不低于2%—3%,现场要有自动配比仪对乳化液进行检测。
3、泵站的设备安装必须按机械安装规定执行。
4、泵站运行时,发现有异味、温度过高、压力表指示压力不正常、控制阀失效、失控、管路破裂等要立即停泵,进行检查,曲轴箱内的温度不得高于75℃,泵体内的温度不得高于60℃,乳化液温度不高于50℃,不低于5℃。
5、巷道内供液管路必须吊挂整齐,泵站内要求配备两个合格的干粉灭火器。
第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
1、支护方式
支柱主要采用DW系列单体液压支柱配合铰接顶梁支护,排距1米,柱距0.8米,采用齐梁直线式布置,走向架设,一梁一柱中定位支撑形式,采用“三·四”排管理,放顶步距1米,支柱初撑力不小于90KN,要求支柱见顶见底,迎山有劲。
2、支护要求
(1)工作面支柱、顶梁、水平销对号管理,编号清晰;
(2)支柱打成一条直线,排距1000mm,柱距800mm,偏差均不超过±100mm,端面距不大于200mm;梁头到煤壁最大空间距不能超过200mm。
(3)支柱支设应迎山有劲,初撑力不得低于90KN,煤层超高时必须采取接顶措施,支柱钻底时必须穿木鞋,钻底量不得大于100㎜,保证支柱打足上劲,不足要进行二次注液;
(4)工作面配齐水平销,挂梁后水平销打满劲,严禁将水平销立插,过断层或破碎带时应采取相应措施;
(5)煤层变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或无伸出量,活柱要留有一定的伸出量0.2米;
(6)不得使用折损的坑木、损坏的顶梁和失效的支柱,一旦发现立即更换;
(7)过顶材料规格:
背板过顶。
二、特殊支护形式
采用特殊支护密集进行支护,具体办法是:
上下端头和工作面中部各架设一个木垛,加强工作面的支护强度,在工作面的老塘侧采用打一排密集进行切顶支护。
三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离
工作面回柱放顶时,分茬距离不小于15米,小于15米时不得分组回料;回柱与其他工序平行作业的最小安全距离不得小于15米,小于15米时不得平行作业。
放炮过程中人员必须全部撤到警戒点以外,移溜后迅速进行打柱;打眼与装药不得平行作业并且要避开开关电缆等电器设备。
四、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理
1、工作面推进10m或悬顶走向长度大于7m时,要加强对顶板的支护与控制,使用好细木信号柱,走向方向每5m设立一棵木信号柱。
2、初次来压期间矿要成立初次来压放顶小组,跟班矿长、队长、班长、安全检查员及工作面所有人员要观察顶板来压情况,做好敲帮问顶工作。
爆破、割煤等工序每30分钟停运输机一次,发现顶板有来压预兆时,立即通知所有人员迅速撤离工作面到安全地点,待压力稳定,处理好现场安全隐患后,再进入工作面组织生产。
3、顶板破碎压力较大时,割煤司机必须放慢割煤的速度,并加固好后方进行割煤。
4、特殊情况留顶煤时要随时支设临时支柱,严禁空顶作业,并及时进行二次补液保证支柱初撑力达到90KN。
且随时观察顶板,进行敲帮问顶,发现问题及时处理。
5、回柱时坚持两人一组,人员在顶板完好,支护齐全的安全地点,一人回柱,一人观察顶板,按照先支后回、自下而上、由里向外的顺序进行。
6、当工作面悬顶走向长度大于10m并时常伴有闷雷声或顶板出现裂隙掉渣现象时,说明有大面积来压征兆,应迅速撤离工作面所有人员,及时向调度室汇报。
待来压稳定后,处理好现场安全隐患,再组织生产。
加强工作面支护质量,严格按作业规程施工。
7、放顶期间,若工作面悬顶面积大于2×5m2以上时,队长及时向矿调度室汇报,采取强制放顶措施,并加强切顶排密集支护,即每两米内再增加一棵支柱,以增加切顶线的强度。
(二)顶板破碎时的顶板管理
1、局部冒顶区及特殊构造处的处理
1)先在冒顶区的上下方加强支护,防止范围的扩大,然后按由外向里的顺序支护顶板,小柱不够高时用高单体支柱,保证顶板接实封严。
2)人员必须在支护完好情况下作业,严禁空顶作业。
3)工作面顶板破碎和遇特殊地质构造时,及时制定补充措施,施工单位要严格按措施施工。
4)加强工作面两巷顶板、两帮的检查,特别是动压区之内的顶板及两帮,班班必须由区干、班长进行检查,发现问题及时处理或汇报调度室处理。
2、特殊支护规格要求
(1)木垛料:
1400×200×200㎜,两面见锯。
(2)当工作面顶板破碎,小面积冒顶处,必须采取加密支护并足顶背实,采用“一梁三柱”。
(三)应力集中区的顶板管理
工作面发现应力集中区时,应采取加强支护强度的顶板管理措施,采取增加支护密度或采用特殊支护的办法进行加强支护。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理
一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理
(一)运输巷、回风巷的超前支护
工作面运输巷、回风巷在安全出口20米范围内进行加强支护,工作面采空区采用砌墙充填、巷道另一侧采用单排单体液压支柱配合铰接顶梁顺巷道延伸方向进行支护,支柱初撑力不少于90KN;上下两巷支柱切顶线支柱要保持与工作面切顶线平齐。
(二)运输巷、回风巷的加强支护
在工作面运输巷及回风巷正常情况延伸20米范围内,也就是超前支护在20米范围内工作面前10m采用双排、后十米采用单排单体液压支柱配合铰接顶梁作为加强支护,初撑力不小于90KN,安全出口支护20米范围内的巷道高度不低于1.6米。
二、工作面安全出口的管理
(一)支护形式
工作面机头、机尾地段要超前加强支护,采面上、下出口采用四柱八梁配合单体液压支柱进行支护,顶板破碎时出口处加打一个木垛,出口到煤壁采用双排单体液压支柱配合双刹铰接顶梁顺走向方向进行支护。
(二)质量要求
支柱初撑力不小于90KN,支柱成直线,支柱见顶见底,迎山有劲,保证巷道高度大于1.6米,人行道宽度不小于0.8米。
(三)与其他工序之间的衔接关系
1、工作面上下两巷,自工作面煤壁向外采空区20米范围内,采用双排走向棚支护,同时要保持有人行道宽度达0.8米,巷道高度大于1.6米。
2、加强两巷维护,保证两巷支护完好。
3、运巷中,超前棚沿着刮板机向外架设,刮板机和人行道间必须加挡煤板。
三、支护材料的使用数量和存放管理
1、保持“两道”畅通无阻,材料堆放整齐,堆放合理,材料堆放断面不超过巷道断面的五分之一。
2、单体柱的堆放;2.2米以下的柱子可以竖立在巷道中,其它长柱在巷道中要堆好,单体柱应水平堆放,且每层要用平木板垫付,并且柱堆最多码放五层,柱堆边要打立柱或加3-4道绳拴紧,防止柱堆倒塌、伤人。
3、工作面风巷中,木方或长木备用量不少于2天的用量,备用支柱不少于工作面用柱的10%,和足够的过顶材料,供应充足。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
运输系统:
运煤:
煤由工作面刮板运输机→10206运输顺槽刮板机→10206运输顺槽皮带机→主皮带大巷皮带机→溜煤眼→主斜井皮带机→主井口→地面煤场。
运料方向:
地面→副井→井底车场→轨道大巷→10206工作面运输巷→10206工作面。
二、移溜方式
采取割煤前进到20米距离后移机打柱的方法进行,刮板运输机始终紧靠第一排,移机从切眼刮板机尾开始按顺序向煤壁前移,移机后迅速打好支柱。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
(一)风量计算
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×k/C=100×0.85×1.5=127.5m3/min。
Q——采煤工作面实际需风量,m3/min;
q——矿井瓦斯绝对涌出量,2010瓦斯等级鉴定数据为0.85m3/min
k——瓦斯涌出不均匀系数,1.2—1.6,此处k=1.5。
C——采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量,%,C=1。
2、按工作面温度计算:
Q=60×V×S×k=60×1×5×1=300m3/min。
Q——采煤工作面实际需风量,m3/min;
V——工作面风速,取1m/s;
S——工作面最大控顶距断面,采面布置K2煤层时取S=4.2×1.18=4.956≈5m2;
K——安全系
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 10206 工作面 回采 作业 规程
![提示](https://static.bdocx.com/images/bang_tan.gif)