31103作业规程文字部分.docx
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31103作业规程文字部分
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
-400水平
采区名称
后组三采区
地面标高
+168.1m~+194.5m
井下标高
-367.1m~-431.1m
地面的相
对位置
31103W工作面对应地表为前羊村以西300~1300米的农田,地面标高为+168.1~+194.5米,工作面距地面垂高为535.2~625.6米。
回采对地面设施的影响
31103W工作面对应地表为前羊村以西300~1300米的农田,地面标高为+168.1~+194.5米,工作面距地面垂高为535.2~625.6米,预计工作面回采后地表将不同程度的发生沉陷,应及时进行地表岩移观测,并采取相应治理措施。
井下位置及相邻关系
31103W工作面位于后组三采运输下山以西,工作面西侧为矿井边界F10断层、落差350~60米、倾角70度;南为31104W工作面,北为31102W工作面,均已回采完毕。
走向长度
(米)
956
倾斜长度
(米)
102-151
140.4
面积
(米2)
134222.4
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为11层煤,通过地质资料分析:
煤层情况表表二
煤层厚度(米)
1.50-1.75
1.63
煤层结构
0.66(0.10)0.9
煤层倾角(度)
8-21
15
开采煤层
11层
煤种
肥煤
稳定程度
稳定煤层
煤层情
况描述
31103W工作面煤层厚度为1.50-1.75米,平均煤厚1.63米;
其中运输巷自东向西E3点煤厚1.5米,E6点煤厚为1.58米,E8点煤厚为1.6米,E10点煤厚为1.66米,E12点煤厚为1.62米,E14点煤厚为1.6米,E16点煤厚为1.7米,E18点煤厚为1.7米,E22点煤厚为1.7米,E24点煤厚为1.75米,E25点西15米处煤厚为1.7米。
31103W轨道巷自东向西:
B3点煤厚为1.6米,B5点煤厚为1.6米,B7点煤厚为1.58米,B8点西35米处煤厚为1.57米,B10点煤厚为1.65米,B11点西35米处煤厚为1.53米,B13点煤厚为1.68米,B15点煤厚为1.7米,B16点煤厚为1.55米,B17点煤厚为1.6米,B18点煤厚为1.7米,B19点煤厚为1.69米,B21点煤厚为1.6米,B22点煤厚为1.5米。
煤层可采指数为1,变异系数4.26%;煤层厚度较稳定,含1-2层夹矸,上部夹矸较稳定;煤层宏观煤岩组分为半光亮型煤,煤层结构一般呈明显的条带状结构,断口呈参差状和不平坦状,性较脆,亮煤和暗煤呈较厚的分层出现,间夹镜煤和丝炭条带。
煤质情况见下表:
表三
煤
质
情
况
Mf%
A.d%
V.daf%
Qnet.v.ad
FCdcf%
Std%
Ym/m
工业牌号
1.73
26
38
26.75
84.04
2.01
24.6
QFM
煤11为中灰,中硫,低磷易洗选。
附图一:
工作面地层综合柱状图
第三节煤层顶底板
直接顶单向抗压强度平均值为Rc=60.6MPa。
底板比压:
根据现场矿压观测,煤层底板比压值为:
见硬底时极限底板载荷强度为28.65Mpa,容许底板载荷强度为21.49MPa,底板属于Ⅳ类中硬底板;局部软岩时极限底板载荷强度为17.53MPa,容许底板载荷强度为13.15MPa,底板属于Ⅲb类较软底板。
直接顶分类:
为2类中等稳定顶板。
基本顶分级:
为Ⅰ级顶板(不明显)。
底板分类:
为Ⅳ类中硬底板和局部Ⅲb类较软底板。
顶、底板岩性特征表表四
顶底板
名称
岩石
名称
厚度
(m)
岩性特征
基本顶
中砂岩
7.6~9.4
白色中砂岩,有白云母及黑色矿物,裂隙被方解石充填,f=5.0;
直接顶
粉砂岩
8.2~9.1
深灰色粉砂岩,泥质胶结,厚层状构造,在近煤处有黄铁矿薄膜,f=3.0。
直接底
细砂岩
2.8~3.0
灰-灰白色细砂岩,石英为主,粘土质胶结,松软易碎,上部有植物根印痕,裂隙被方解石、黄铁矿充填f=4.0
老底
粉砂岩
3.1~5.22
深灰色粉砂岩,裂隙被方解石充填,f=3.0
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响:
31103W工作面基本为一小型向斜构造,其中工作面运输巷E7点与轨道巷B9连线以东煤层走向为80~124°,倾向170~214°,倾角为79°~264°;运输巷E7点与轨道巷B9连线以西煤层走向为79~264°,倾向169~354°工作面倾角为10°~22°。
工作面平均倾角15°。
从巷道掘进时揭露断层情况分析,该工作面地质构造较复杂,对工作面正常回采影响较大。
工作面掘进时共揭露落差1.0米以上的断层13条。
具体见下表:
表五
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差(m)
对回采影响程度
f1
177°
87°
75°
正
2.4
较大
f2
185°
95°
70°
正
1.1
较小
f3
161°
251°
60°
正
1.5
较小
f4
175°
85°
65°
正
0.5
较小
f5
141°
51°
50°
逆
5.0
较大
f6
182°
272°
50°
逆
2.8
较大
f7
210°
300°
55°
逆
2.2
较大
f8
234°
324°
65°
正
0.5
较小
f9
112°
202°
75°
正
2.6
较大
f10
134°
224°
60°
正
1.0
较小
f11
85°
175°
85°
正
1.6
较小
f12
172°
262°
65°
正
1.0
较小
f13
165°
255°
60°
正
0.5
较小
f14
128°
38°
65°
正
1.4
较小
f15
219°
129°
75°
正
1.6
较大
f16
200°
110°
70°
正
0.9
较小
f17
165°
255°
60°
正
4.0
较大
二、褶曲情况以及对回采的影响
31103W工作面基本为一小型向斜构造,对正常回采影响不大,但对于工作面的泄.排水有一定影响。
三、其他因素对回采的影响:
矿井实际开采表明,本工作面不存在风氧化带及火成岩侵蚀,陷落柱。
附图二:
工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。
第五节水文地质
一、涌水量:
根据后组三采区及31103W工作面在掘进过程中实际揭露,涌水主要为顶板砂岩水(主要以淋水的方式进入工作面),以静水储量为主,水文地质条件较简单。
31103W工作面掘进中实际揭露,顶底板砂岩含水性较弱,根据31101W工作面实测正常涌水量为0.15m3/min,预计31103W工作面涌水量
31103W工作面砂岩涌水量预计
Q31103面=Q31101面×
则Q面=0.15×
=0.13m3/min
正常涌水量Q面0.13m3/min。
涌水量变动系数取1.3,最大涌水量为0.17m3/min
二、工作面尚存在的地质、水文地质问题和对今后工作的有关建议:
1、由于煤11下距四灰较近,四灰与下部灰岩水力联系密切,受采动影响,有可能通过隐伏构造沟通下部灰岩含水层,使工作面回采时涌水量增大,回采过程中发现异常现象应立即汇报。
2、31103W工作面顶板砂岩为一弱含水层,为防止大面积跨落后造成涌水积聚影响生产,建议在运输巷低洼地段挖好排水沟、沉淀池,安设好排水量大于10m3/h的水泵及管路,并保持管路畅通,设备运转正常,确保正常生产。
3、工作面运输巷E7点与轨道巷B9连线以东煤层走向为80~124°,倾向170~214°,倾角为79°~264°;运输巷E7点与轨道巷B9连线以西煤层走向为79~264°,倾向169~354°工作面倾角为10°~22°。
工作面平均倾角15°。
建议运输巷E7点与轨道巷B9连线以东工作面采取防滑措施。
工作面直接顶板为粉砂岩,局部受断层切割影响,稳定性变差,建议工作面加强支护。
4、在工作面轨道巷、运输巷及切眼掘进中已揭露断层17条,根据物探资料显示未见其它影响综采生产的地质构造。
5、根据31102W、31104W工作面底板探查孔揭露,该区段奥灰水压为1.5Mpa-2.4Mpa,涌水量较小,奥灰的富水性较弱,对工作面回采威胁较小。
三、31103W工作面的综采地质评价
1、煤层状况评价
31103W工作面煤层实测厚度为1.5~1.75米,属中厚煤层;工作面运输巷E7点与轨道巷B9连线以东煤层走向为80~124°,倾向170~214°,倾角为79°~264°;运输巷E7点与轨道巷B9连线以西煤层走向为79~264°,倾向169~354°工作面倾角为10°~22°。
平均倾角15度,属缓倾斜煤层。
2、断裂破坏程度的进一步评价
(1)由KⅡ=aKⅡ/
其中KⅡ'=(KⅡ/走向+KⅡ/倾向)/2
KⅡ/=n/L
式中,KⅡ/代表沿巷道评价的破坏指数,L代表巷道长度,单位公里,n代表巷道中实见断层的数量,KⅡ/代表沿巷道走向和倾向巷道求得的平均破坏指数,a为关系系数,在煤层走向与断煤交线平均夹角β=15~75°条件下a=14~16,平均a≈15
由以上公式计算
KⅡ/走向=0/2.073=0KⅡ/倾向=13/2.073=6.2711
KⅡ=aKⅡ/=15×3.1355=47.033(米/公顷)<50米/公顷
用上述方法计算的破坏指数,小于50米/公顷,经济技术指标符合综采要求。
结论:
此工作面适合综采。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它地质情况表表六
瓦斯
矿井为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量1.14m3/t,绝对涌出4.848m3/min,采面参考值为0.536m3/min.
二氧化碳
二氧化碳相对涌出量1.46m3/t,绝对涌出量6.205m3/min,采面参考值为0.556m3/min.
煤尘爆炸指数
42.62%,爆炸性较弱
煤的自燃倾向性
有自燃倾向性,发火期6-12个月
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、冲击地压和应力集中区
根据同煤层工作面31102W矿压观测报告,31103W工作面不属于冲击地压工作面,且本面开采范围内无应力集中区。
第七节储量及服务年限
一、储量
31103W工作面走向长度为926米~986米,平均走向长度为956米,倾斜长度为102米-151米,平均倾斜长度为140.4米,面积为134222.4平方米。
煤层平均倾角15度,工作面平均煤厚为1.63米。
工业储量由公式QⅠ=S×d×h
=134222.4×1.41×1.63
=308483.3(吨)
其中:
S为面积,m2;d为容重,单位t/m3;h为煤厚,单位为m表七
储
量
计
算
块段号
走
向
长
(m)
倾
斜
长
(m)
斜
面
积
(m2)
煤厚
(m)
容
重
(t/m3)
工业
储量
(t)
回采率
%
可采
储量
(t)
Ⅰ
956
140.4
134222.4
1.63
1.41
308483.3
95
293059.2
合计
134222.4
308483.3
293059.2
二、工作面服务年限
工作面每天14个循环,每循环进尺0.6m,割煤高度1.63m,割煤时回收率95%,则
日产量=140.4×1.63×0.6×14×1.41×0.95=2575.0吨
月产量=2574.0×28=72099.9吨
工作面的服务年限:
293059.2/72099.9=4.06个月
三、工作面采前分析
1、从掘进时巷道揭露断层情况分析,31103W面地质构造较复杂。
掘进时共揭露落差1.0米以上的断层13条。
其中落差大于2.0米的断层有6条。
估计对生产影响较大。
2、工作面初采时里切眼长度105米,由于里切眼有断层,且工作面初采初放期间工作量较大,条件较差,预计每个圆班6刀炭,工作面距离延长位置80m,褚量18340吨采出需要时间23天;到达延长位置后工作面开始延长,撤除40T溜子,延长面溜子、连接支架,预计需要2天时间,即初采25天后工作面延至全长154m。
3、工作面继续推进约300米遇f12、f13、f14、f5断层,f5断层落差达到5米,需搬家撤除。
此段储量100872吨。
工作面搬家后,继续推进约300米,揭露断层f1、f15、f16、f17工作面需要局部撤除,这样预计工作面搬家撤除两次。
4、31103W工作面为孤岛采煤工作面,上、下巷压力较大,重点做好上、下两巷支护的管理,确保支护良好,出口畅通。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
后组三采区是2002年设计完成的。
该采区共分为7个区段,13个工作面,工作面采用倾斜长壁布置,布置两条下山,为便于布置中部车场,减少煤柱损失,两条下山的距离为20米。
后三轨道下山:
后组11#三采辅助车场拐正后,按8度上坡向北施工上山段50米至后组三采绞车房,并与一采轨道绞车房回风通道相连,形成通风系统。
之后沿同方向向南按15度下坡施工轨道下山,见11#煤后顺煤掘进,到达-400水平后以石门形式沿3‰上坡施工至F10断层保护煤柱停掘。
轨道下山全长460米,石门段780米,巷道净宽3.1米,净断面8.2米2,用喷锚喷锚网喷二次支护,其主要作用是行人、进风、进料。
后三运输下山:
在11层一采区运输上山与后组总回风巷联络巷处沿11#一采运输上山向南掘进,施工10米车场后,按11度下坡施工三采运输下山,施工至-409水平后,沿3‰上坡施工后组三采运输石门,至F10断层保护煤柱与后组三采轨道石门相贯通形成系统。
净断面9.7m2,净宽3.5米,采用喷锚喷锚网喷二次支护,主要作用是运输、回风、行人。
二、工作面轨道顺槽
31103W面北侧顺槽为轨道巷,工作面轨道顺槽采用锚带网支护,局部过断层、顶板破碎处敷设钢棚;锚杆和工字钢棚间距均为0.8米;矩形断面,净高2.3米,净宽3.5米,净断面8m2。
主要作用为进料、进风。
轨道顺槽内布置有1路防尘管理、1路风管和1路排水管路,在靠近工作面的地点设有乳化泵站等设备。
三、工作面运输顺槽
31103W面南侧顺槽为运输巷,工作面运输顺槽采用锚带网支护,局部过断层、顶板破碎处敷设钢棚;锚杆和工字钢棚间距均为0.8米;矩形断面,净高2.4米,净宽3.8米,净断面9.1m2。
主要作用为运煤、回风。
运输顺槽内布置有防尘、风管路、排水管路各一趟,开关站供电电缆,并在靠工作面侧设置胶带输送机。
四、工作面运输副巷顺槽
31103工作面运输副巷顺槽采用锚带网支护,锚杆间距为0.8米;矩形断面,净宽3.8m,净高2.4m,断面积9.1m2。
主要用于该工作面的辅助进风和辅助运料。
五、采煤面切眼
切眼位于31103W综采工作面的最西部,沿煤层底板布置,锚带网加锚索支护,顶板与西帮为铁锚杆,东帮为木锚杆,锚带间距0.8m,金属网护顶,塑料网护帮;锚索补强,间距3.0米,切眼宽5.0m,初采时切眼长105米,延至全长后大约为150米。
六、联络巷
工作面运输巷与后三轨道下山,工作面轨道巷与后三运输下山各施工有联络巷,用于行人,运料等。
七、水仓:
在采区下部布置了内外水仓,水仓容量为230M3。
附图三:
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
采用走向长壁后退式采煤法。
根据工作面实际情况,开采之初切眼布置支架70架,随工作面推进至外切眼下延溜头改系统至全长104架。
工作面采用综采工艺。
采用双滚筒采煤机割煤、装煤,移架拖后采煤机后滚筒6-9米,刮板输送机弯曲段不小于15米。
当工作面溜头(尾)位置不合适,煤机割不透上、下端头时;断层落差较大,顶板破碎难以维护时;需要采用打眼爆破法落煤,并另提补充技术措施。
二、采煤方法
采煤机的进刀采用端部自开缺口、斜切进刀的方式,斜切进刀段长度以前滚筒为准一般不小于23米,进刀深度0.6m。
具体操作如下:
(1)溜头进刀及割煤:
①煤机下行割煤至溜头时,下滚筒下降沿底,上滚筒上升沿顶,推移机体上部溜子。
②反向斜切两个机身长的距离,当斜切至足够截深时,停止割煤。
③将煤机至溜头的溜子推靠至煤壁。
煤机下滚筒上升沿顶,上滚筒下降沿底下行切割。
④煤机切割至溜头,下滚筒下降沿底,上滚筒上升沿顶,再次上行。
⑤煤机上行至吃刀茬处,推移煤机下部溜子及溜头至煤壁,完成进刀。
然后下滚筒下降沿底,上滚筒上升沿顶,上行割煤移溜。
(2)溜尾进刀及割煤:
①煤机上行割煤至溜尾时,下滚筒上升沿顶,上滚筒下降沿底,推移机体上部溜子。
②反向斜切两个机身长的距离,当斜切至足够截深时,停止割煤。
③将煤机至溜尾的溜子推靠至煤壁。
煤机上滚筒上升沿顶,下滚筒下降沿底上行切割。
④煤机切割至溜尾,上滚筒下降沿底,下滚筒上升沿顶,再次下行。
⑤煤机下行至吃刀茬处,推移煤机上部溜子及溜尾至煤壁,完成进刀。
然后下滚筒上升沿顶,上滚筒下降沿底,下行割煤移溜。
附图四:
采煤机进刀方式示意图
三、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×C
=140.4×0.6×1.63×1.41×0.95=183.9吨
第三节设备配置
设备配备情况:
1、支架:
工作面初采安装支架70架,至全长为104架,其中103架为ZY2600/09/20型,上平巷1架为ZY2600/12/26。
支架主要技术参数:
型号:
ZY2600/09/20工作阻力:
2541-1883KN
初撑力:
2134-1581KN支架高度:
900-2000mm
支架宽度:
1420-1590mm支护强度:
0.46MPa
底板比压:
底座前端1.06-1.3Mpa
型号:
ZY2600/12/26工作阻力:
2538-2670KN
初撑力:
1950-2026KN支架高度:
1200-2600mm
支架宽度:
1410-1580mm支护强度:
0.51-0.53MPa
对底板比压(前端值):
小于1.0MPa
2、采煤机
采煤机选用MG132-300-WB型采煤机,其主要技术参数如下:
型号:
MG132/300-WB采高:
0.9~2.1m滚筒直径:
1250mm
截深:
600mm电机功率:
300KW电压等级:
1140V
牵引力:
254.8KN牵引速度:
0-5.6m/min
3、运输设备
1.面刮板运输机有一部,其中
型号:
SGZ-630/264-BW电机功率:
2×132KW运输能力:
400t/h
链速:
0.93m/s刮板链形式:
中双链 刮板间距:
1080mm
中间槽尺寸:
1500×630×270mm
2.刮板输送机二部,其型号为SGB--620/40T,设计长度分别为84m,50m,其它技术参数为
每部电机功率:
110KW
运输能力:
150t/h
中间槽尺寸:
150O×620×170mm
4.可伸缩带式输送机一部,型号为SSD1000/2×75型,设计长度为810m,其技术参数为:
电机功率:
2×75kw运量:
630t/h
带宽:
1000mm带速:
2m/s
附图五:
机采工作面设备布置示意图。
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、控制设计
(一)工作面基本情况
煤层厚(m)
采高(m)
倾角
面长(m)
走向(m)
煤层号
1.63
1.63
15
140.4
956
11
(二)顶板控制设计数据
1.顶板运动参数
(1)直接顶
厚度(m)
初垮步距(m)
悬顶距(m)
完整性指数
分类
岩层层数
备注
8.2-9.1
9-12
1.00
0.46
2类
/
(2)基本顶
厚度(m)
结构形式
初压步距
周压步距
老顶分级
备注
7.6-9.4
拱梁
29.4米
10-15米
Ⅰ级
2.顶底板控制参数
(1)顶板控制参数(KN/m2)
直接顶初垮
基本顶初压
基本顶周压阶段
特殊情况
/
352.8
333.2
/
(2)底板控制参数
项目
底板种类
允许比压(Mpa)
底板类别
备注
底板1
21.49
Ⅳ类
底板2
13.15
Ⅲb类
(3)支护方式
基本支护方式
护顶方式
特殊支护方式
端头支护
初垮(压)期间
周压期间
液压支架
支架顶梁
液压支架
(4)控制原则及支护效果预测
控顶效果
支架型号
顶板下沉量(mm)
控顶效果综述
ZY2600/09/20
61
老顶周期来压明显
来压前后顶板破碎加剧
控顶原则
支和护并重
(6)工作面基本支护规格表
名
称
规
格
支护形式
支架(中心距)
(m)
控顶距(mm)
支护强度
(Mpa)
顶板管理方式
放顶步距
(m)
最大
最小
支回
切顶
支架
1.5
3806
3206
0.46
全部跨落法
0.6
二、选取支护参数的可行性分析
(一)本面与观测面顶底板岩性对比分析
本面与31102W工作面属同一煤层,煤层结构赋存条件及顶底板岩性基本相同,煤层产状及其地质特征差异不大,因此在对工作面进行控制设计时,其重要数据及资料来源均来自于31102W工作面。
(二)支护材料对比分析
31102W面使用ZY2600/09/20型掩护式液压掩护式液压支架支护顶板,31103W面使用ZY2600/09/20型支架支护顶板,支护材料相同.
(三)支护密度对比
两工作面顶底板岩性、煤层结构、赋存条件基本相同,支护方式相同,支架顶梁支撑顶板,31102W面支架支护强度为0.46Mpa,31103W面为0.46Mpa.
(四)采煤工艺对比
31102W面采用MG132/300-WB型双滚筒采煤机割煤、装煤,双向割煤,往返进2刀,工作面局部过断层时,采用打眼爆破法通过;31103W面采用MG132/300-WB型双滚筒采煤机落煤,双向割煤,往返一次进两刀,两面采煤工艺相同。
(五)合理支护参数的计算
1、位态方程法:
(1)支架对直接顶的工作状态
遵循原则:
由于直接顶在采空区已经垮落,所以在进行顶板控制设计时,必须按最危险状态(岩煤壁切断)考虑,因此,在顶板岩梁沉降过程中,支架对直接顶的工作状态应按“给定载荷”来考虑,即
pz=A=Mz*Yz*Fz*cosα=9.1*2.5*9.8*1*cos15°=215.36(KN/m2)
pz——对直接顶的作用力,KN/m2
Mz—
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