阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx

上传人:b****6 文档编号:18800941 上传时间:2023-01-01 格式:DOCX 页数:52 大小:302.95KB
下载 相关 举报
阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx_第1页
第1页 / 共52页
阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx_第2页
第2页 / 共52页
阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx_第3页
第3页 / 共52页
阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx_第4页
第4页 / 共52页
阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx_第5页
第5页 / 共52页
点击查看更多>>
下载资源
资源描述

阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx

《阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx(52页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。

阳光煤矿1101采面作业规程Word文件下载.docx

第五节通信照明……………………………………25

第五章劳动组织和主要技术经济指标…………….…….26

第一节劳动组织………………………………..….26

第二节作业循环…………………………….……..27

第三节主要技术经济指标………………………...28

第六章煤质管理………………………………….……….29

第七章安全技术措施………………………….……….…29

第一节一般规定……………………….………….19

第二节顶板………………………….…………….30

第三节防治水……………………….…………….34

第四节爆破…………………………….………….34

第五节“一通三防”与安全监控…….………….38

第六节运输…………………………….………….42

第七节机电………………………….…………….45

第八节其它………………………….…………….49

第八章灾害应急措施及避灾路线……………….……….51

作业规程学习和考试记录………………………….……...54

作业规程补充学习和考试记录……………...…….………55

作业规程复查记录…………………………………………55

一,存在主要问题

二,处理意见

第一章概况

城口县阳光煤矿为异地接替新建矿井,属私营企业,业务管理隶属于城口县煤炭工业管理局,设计规模6万吨/年,始建于2004年。

城口县排山煤业公司阳光煤矿位于城口县城南东158°

方向,直距18.5km,行政区划属城口县桃园乡金寨村所辖。

矿区位置地理坐标东经108°

47′39″~108°

49′40″、北纬31°

46′32″~31°

45′29″。

第一节工作面位置及井上下关系

1101采煤工作面在+1450m~1500m标高之间的K2煤层中,其上部顺槽靠+1500总回风平巷,+1500顺槽再上部为煤层薄化区,下部为未采区。

工作面位置及井上下关系见表1

表1工作面位置及井上下关系

水平名称

1450水平

采区名称

一采区

地面标高

1650m~1785m

井下标高

1450m~1500m

地面相

对位置

该地面投影位置:

在大山下,全是荒山,对应区域无人居住

回采对

地面设施

的影响

工作面对应地面为荒坡草地,无建筑物和水体,无住户。

井下位置

及与

四邻关系

工作面西面为四采区探巷,东面是1102准备工作面

走向长度/m

385

倾斜长度/m

100

面积/m2

38500

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为K2层煤,通过地质资料与本矿探巷分析煤层赋层情况见表2

表2煤层情况表

煤层厚度/m

0.21~0.9

煤层结构

简单

煤层倾角/(°

39

开采煤层

K2

煤种

无烟煤

稳定程度

不稳定

煤层情况

描述

K2煤层呈似层状,为单一煤层,结构简单。

煤厚0.21~0.9m,平均厚0.50m,煤层厚度不太稳定,局部薄化,薄化带含黄铁褐色粘土充填。

K2煤层呈亮黑色,煤矿类型属亮煤—半亮煤型,具块状构造。

具线理状细条带结构,层状构造。

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

顶、底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

基本顶

灰岩

没有明显界限

顶板为粉砂岩、砂岩,岩石力学性能较稳固,不易坍塌。

基本顶、直接顶没有明显的界限。

直接顶

伪顶

粉砂质页岩

0.1~0.4

直接底

铝土岩

0.3~0.8

底板为灰色、褐红色透镜状含黄铁矿铝土岩。

基本底

附图:

地层综合柱状示意图

第四节地质构造

一、断层构造及其对回采的影响

1101运输巷掘进过程中,未见断层构造。

二、褶曲情况及其对回采的影响

根据地质资料与1101运输巷掘进推测,没有明显的褶曲存在

三、其它因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)

根据实际揭露资料分析,本工作面内无岩浆岩侵入体、冲刷带、陷落柱等。

第五节水文地质

一、含水层(顶部和底部)分析

矿区主要含水层为二叠系中统栖霞组(P2q)、茅口组(P2m)、三叠系下统大冶组(T1d)、嘉陵江组(T1j),属岩溶裂隙含水层,为矿山直接充水地层。

矿山相对隔水层为二叠系上统大隆组(P3d)、吴家坪组(P3w)、二叠系下统梁山组(P1l)、志留系中统沙帽组(S3s)、志留系下统罗惹坪组(S1lr)其岩性主要为页岩、煤层、粉砂岩及铝土岩等,其含水性弱,为矿区相对隔水层。

矿区断裂不发育,煤层赋存于相对隔水层中。

矿区含水层的岩溶裂隙发育,地下水排泄畅通。

本矿井为上山开采,矿井的涌水顺平硐自流出地面。

二、其它水源的分析

矿区范围内地表水系不发育,地表无常年性水体,沟谷形态以“V”型为主,地表水自然排泄条件较好,无须人工疏导。

大气降水是补给地下水的主要来源,其动态变化受季节降水的影响较大。

地表大部分为基岩裸露,第四系孔隙水微弱。

地下水主要类型为基岩裂隙水和岩溶水。

大气降水通过含水层补给地下水后,径流先以垂直渗入为主,然后转入侧向运动,总的径流方向由北东向南西,最终以泉水形式排泄入桃园河。

当地居民多集中居住桃园河沟两侧。

三、涌水量

根据本矿井对涌水量的调查、观测,矿井正常涌水量为10m3/h,矿井最大涌水量为20m3/h。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况见表4

表4影响回采的其它地质情况表

CH4

低瓦斯矿井,2011年CH4绝对涌出量为0.74m3/min。

CO2

低CO2矿井,2011年CO2绝对涌出量为0.37m3/min。

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性。

煤的自燃倾向性

煤层自燃倾向性为二类,自燃。

地温危害

冲击地压危害

二、冲击地压和应力集中区

1101采面为第一采区首采工作面,预计局部的应力集中对正常的开采影响不大。

第七节储量及服务年限

一、储量

1.工作面工业储量

工作面工业储量为26950t

2.工作面可采储量

工作面可采储量为26141.5t

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

=385/90/12=0.36年

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

K2煤层一采区采用两翼布置,在采区东中部布置采区轨道上山,回风上山,两条上山均沿煤层布置

二、工作面运输巷

在矿井主平硐以西+1450m水平k2煤层中布置1101采面运输巷,巷道成梯型断面,上净宽2.0m,下净宽2.4m,高2.0m,9#工字钢支护,棚距为0.8m。

三、工作面回风巷

在矿井+1500m回风平硐以西+1500m水平k2煤层中布置1101采面回风巷,巷道成梯型断面,上净宽2.0m,下净宽2.4m,高2.0m,9#工字钢支护,棚距为0.8m。

工作面及巷道布置平面示意图。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

采煤方式示意图【炮眼布置图(正、平、剖视图)】

二、工作面正规循环生产能力

W=LShγc

=90*1.0*0.5*1.4*97%

=61.11t

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,%

第三节设备配置

工作面设备(采煤、支护、运输设备名称、型号主要技术参数和数量)

表5工作面设备配置一览表

序号

设备名称及用途

设备型号

设计

台数

使用

备用

备注

回采设备

1

煤电钻

ZMS-1.2

3

2

1.2kw

单体液压支柱

DW10-25/100G

510

460

50

乳化液泵站

XPB250/5.5

30kw

4

DW20-30/100G

80

60

20

工作面加强支护

5

风镐

6

矿车

40

35

7

8

工作面设备布置示意图。

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、单体支柱工作面的支护设计

1.合理支护强度的计算

第一步确定顶板下沉量:

SL=η×

R=0.01×

0.90×

5.2=0.047m=47mm

η—下沉系数,由于无邻近工作面借鉴,取0.01。

M—煤层最大厚度,mm;

R—最大控顶距,mm;

第二步确定规格:

采用DW10-30/100G型单体液压支柱:

Hmax=Mmax-b+e=900-100=800mm

Hmin=Mmin-SL-b-a=600-47-100-10=443mm

SL为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量;

Mmax为工作面最大采高;

Mmin为工作面最小采高;

b为顶梁厚度;

a为支柱的卸载高度,取10mm。

首采工作面选用DW10-30/100G型单体液压支柱,支撑高度685~1000mm,工作行程315mm,初撑力118~157KN,工作阻力为300kN/根。

第三步支护密度验算:

支护的强度:

P=(4~8)×

γt/m2

P=8×

2.5=18t/m2

M为平均采高,0.90m;

γ为顶板岩石容重,取2.5t/m3。

按8倍采高取值。

首采工作面长100m,工作面运输、回风巷宽共计5m,因此采场最大面积S=90×

5.2=416m2,考虑在切顶排支设戗柱,每两排支设一根,所设支柱数n=(80/0.8)×

5=500根,则支护密度为500/416=1.2根/m2,DW10-30/100G型单体液压支柱每柱的额定承载能力为300kN,考虑相关因素的影响,使支撑能力减小,承载能力考虑0.8的系数,则每根支柱的承载能力为300×

0.8=240KN/根=24t/根。

支柱实际提供的支护强度为1.2×

24=28.8t/m2,而支护所需要的支护强度为18t/m2,因此,所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。

根据以上计算,工作面配备DW10-30/100G型单体液压支柱,支撑高度685~1000mm,工作行程315mm,初撑力118~157kN,工作阻力为300kN/根,最大控顶距5.2m、最小控顶4.2m,放顶步距1.0m,满足支护采场顶板的要求。

二、临时超前支护

根据《煤矿安全规程》第五十条规定:

采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内,必须加强支护。

因此,采煤工作面上、下出口(机巷)20m范围内,设临时超前支护,其中距采煤工作面前10m采用双排支柱支护,后10m采用单排支柱支护,柱距为1m,采用顺巷棚支护。

三、乳化液泵站

(一)泵站选型、数量

泵站选用XPB250/5.5型,数量为2台,其中一台工作,另一台带电备用。

(二)泵站设置位置

泵站安装在1101运输巷到回风上山的联络巷内。

(三)泵站使用规定

1.卸载阀整定值为20.5MPa,严禁随意调整安全阀的整定值;

2.乳化液浓度保持在3~5%之间;

3.要加强泵站设备、管路的维修与保养,保持液压系统完好,杜绝跑、冒、滴、窜液现象。

a)工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

顶板为粉砂岩、石灰岩,底板为铝土岩、粉砂岩。

工作面采用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板,选用支柱为DW10-30/100G外注式单体液压支柱,支撑高度685~1000m,初撑力118~157kN,工作阻力为300kN/根;

选用HDJA-100型金属铰接顶梁。

工作面采用“四、五”排控顶,排距1.0m,柱距0.8m,最大控顶距5.2m、最小控顶4.2m,放顶步距1.0m。

二、正常工作时期的特殊支护形式

在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。

在煤壁线采用单体支柱打成贴帮柱进行支护,贴帮柱柱距1.6m。

在上、下安全出口20m范围内采用单体支柱打成托梁加强支护。

计算、估计和观测周期来压步距,在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱,必须加打木垛,(木垛每6m打一个,呈“井”字形)切顶。

并在来压时撤退人员。

三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离

回柱放顶的方法是人工操作,人员站在顶板完好、支护到位的安全位置操作,用卸压长柄对支柱进行卸压。

对不能用用人工直接拿出的液压柱,采用液压柱与拔柱器配合使用的方法。

1.回柱前,维护好附近支护,找掉顶板活矸石,清理好退路,保证后路畅通。

2.由里向外,由下向上,先柱后梁。

3.注意事项:

(1)放顶时要有专人观察顶板情况,先检查后工作;

(2)回单体时慢试慢回,严禁猛回;

(3)放顶时严禁动附近支架;

(4)对埋得深的单体不能硬拉,要采用卧底法进行处理。

四、特殊时期的顶板控制

(一)来压及停采前的顶板控制

1.初采来压时,下巷在放顶线处采用木垛和单体联合支护,支护长度为30m,木垛要用木楔背牢,随回采前移木垛止基本顶初次垮落为止。

巷道上下帮及巷中采用单体支护。

支护方法随巷道支护,一梁一柱严禁出现单梁单柱。

上巷采用单体铰接梁支护,支护长度为20m。

2.停采前的具体措施要专门制定,并报批执行。

(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制

1.工作面过断层时要加强支护,柱距缩小到0.6m,并有足够的备用柱;

2.坚持一步三调,相邻支架保持不挤不咬不倒,保持良好的支护状态。

(三)应力集中区的顶板控制

工作面内原有的老巷属于应力集中区,通过该区域时采取以下措施:

1.过老巷前,需提前在老巷口支设两道单体铰接梁,单体应迎山有劲,初撑力达到90KN;

2.回撤单体梁距老巷口不得超过2m;

3.过老巷前应预先将老巷内的杂物清理干净;

4.工作面揭露老巷后,老巷口处及上下各3架支柱要密集支护

5.工作面与老巷口之间禁止人员进出和停留,有特殊情况需经过或回撤单体支柱时,必须有专人看护。

五、其他控制要求:

1、工作面支柱必须进行打底窝,深度不得小于150mm,柱必须撑到硬底上。

2、工作面支柱必须采用钢丝绳进行上下成组连接,单棵控制,防止支柱失效而滑落、坠落。

3、在回柱时,必须泄压在撤除控制绳(控制防滑、防坠的钢丝绳),严防回柱过程中支柱滑落或坠落。

b)运输巷、回风巷及端头的顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制

(一)运输巷、回风巷的超前支护

1.上、下巷超前支护为20m,两帮各支设一道跑马梁;

2.超前支护的单体支柱要打成一条直线,单体支柱迎山有劲,升紧打牢,所有单体支柱必须铰接,两巷无空载、失效支柱,支柱初撑力不低于90KN,上巷压力大时用一两二柱;

3.跑马梁加园木时,首先将圆木撑起,再挂梁打单体柱;

4.超前支柱的铰接梁要平直,不得出现连续不铰接顶梁。

(二)运输巷、回风巷的加强支护

工作面在断层或顶板破碎带压力大时,加,补支柱和梁子进行支护。

二、工作面安全出口的管理

(一)支护形式

上端头支护形式:

如上端头支护完好且压力不大时,由两道跑马梁支护;

如上端头顶板破碎且压力大时,在两道跑马梁间,跑马梁与支架间按0.5m间距增设跑马梁,且将靠近上帮的一道跑马梁必须为一梁二柱。

下端头支护形式:

无支架支护区域按0.7m梁距增收跑马梁,一梁一柱;

如下端头顶板破碎或压力较大时,在两道跑马梁间,跑马梁与支架间按0.5m间距增设跑马梁,且将靠近支架的一道跑马梁该为一梁二柱。

(二)质量要求

1.上下安全出口的高度不得低于1.8m,宽度不小于0.8m,否则,需要卧巷扩巷,且有专人维护。

2.从煤壁外3m到老空侧放顶线,插老双销且防飞销,铰接梁铰接率达100%。

3.单体与梁的完好标准按有关规定执行。

三、支护材料的使用数量和存放管理(表6)

表6支护材料的使用数量和存放管理

种类

规格

使用量(颗)

复用率/%

备注

铰接梁

HDJA-1000

360

99

单体

DW10-30/100G

工作面用

加强支护用

DZ22-30/100

96

超前支护用

扁销

90

半园木

1.0~1.5m

200

木墩

大小不一

300

附图:

工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

工作面顶板动态检测,以及工作面上下巷顶板变化情况。

二、矿压观测方法

现是浅部开采,矿压显现不明显,采用人工观测顶板压力,今后在矿井进入深部开采时考虑使用压力表观测。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

(一)运煤设备及运、转载方式

工作面煤炭自溜到采区下部,运输顺槽通过矿车轨道运输运至溜煤眼,通过溜煤眼自溜至K2大巷进行装车。

辅助运输设备采用机车运输(+1350运输大巷)。

(二)辅助运输设备及运输方式

二、运煤路线

1101采面→1101运输巷→溜煤眼→运输大巷→主平硐→地面

本工作面运输示意图

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(二氧化碳)涌出量计算:

Q=100qk=100*0.74*2=148m3/min

2.按工作面温度计算:

Q=60υs=60*1*3.78=226.8m3/min

3.按工作面每班最多工作人数计算:

Q=4n=4*24=96m3/min

4.按炸药用量计算:

Q=25A=25*43.2/2=540m3/min

工作面分成两段爆破,

5.按风速进行验算:

①按最低风速验算,工作面的最小风量:

Q>

15S=63m3/min

②按最高风速验算,工作面的最大风量

Q<

240S=768m3/min

6.确定工作面实际需要风量:

工作面实际需要风量为540m3/min

(二)通风路线

主平硐→运输大巷→人行上山→1101运输巷→1101采面→1101回风巷→总回风巷→回风平硐出井。

二、瓦斯防治

(一)瓦斯检查(设点、次数)

工作面瓦斯检查共设三个点,即上隅角测点、回风流测点(1101回风巷距采面煤壁10m)、尾巷风流测点(回风巷距回风口10m)

(二)瓦斯监测

工作面投产前,按设计安设瓦斯监测设施

工作面T1:

设置在工作面回风巷距采面煤壁10m处;

报警浓度≥1.0%

断电浓度≥1.5%

复电浓度<1.0%

上隅角T0:

设置在采煤工作面上隅角,最上,最外的支柱处

回风巷T2:

设在回风巷内,距回风口10m处

断电浓度≥1.0%

T0、T1、T2的断电范围为采煤工作面及其运输巷的全部机电设备,要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确,并按规定进行标校,保证断电工作可靠。

瓦斯报警或瓦斯断电后,必须立即停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理,待瓦斯浓度降到安全范围后,经瓦斯检查员确认,方可送电,恢复生产。

三、综合防尘系统

(一)防尘管路系统

(二)防尘措施

本工作面采用各转载点喷雾、两巷设净化水幕、定期清洗两巷及工作面。

职工佩戴防尘口罩的综合降尘的方式。

每班对工作面浮煤进行进行打扫、清理。

(三)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施

本工作面采用安设隔爆水袋的隔爆方式来隔绝瓦斯煤尘爆炸,工作面两巷距工作面60至200m范围内分别安设一组隔爆水袋,每组水袋设20排,排距为2m,每排2个水袋,水量必须超过水袋上的透明窗,并悬挂隔爆设施牌板进行管理。

四、防治煤层自燃发火技术措施

(一)监测系统

充分利用矿井瓦斯监测监控系统监测一氧化碳的变化情况,在可能发生自燃的地点安设一氧化碳传感器,实时监测巷道内气体变化,以掌握各种可能的数据。

一氧化碳监测牌检查内容包括:

一氧化碳、二氧化碳、氧气、瓦斯、硫化氢、二氧化氮、二氧化硫等各种有害气体和温度。

检查人员必须携带瓦斯检定器、一氧化碳、二氧化碳、氧气、硫化氢、二氧化硫检定管,一氧化碳便携仪和瓦斯、氧气便携报警仪(或具备相应检测参数的仪器)。

防灭火预测预报人员要两人结伴同行,做好自主保安。

每周必须将检查结果及时向技术负责人汇报。

(二)综合防灭火措施

1.工作面要加快推进进度,尽可能不留浮煤、顶底煤;

2.如发生毒气,煤雾高温点,一氧化碳等异常现象及时报告指挥中心,指挥中心及时通知通风科,迅速查明原因,采取紧急措施进行处理,同时要向矿长,技术负责人汇报;

3.工作面上下巷必须安设供水防尘灭火管(可与防尘供水管共用)上巷每100m安设阀门一个,下巷每50m安设阀门一个。

禁止任意拆除改作它用。

(三)防灭火要求

采煤工作面及上下巷发生火灾时,首先维持正常风流状态,直接灭火;

同时打开上风侧水幕,降低火焰温度,必要时增加工

展开阅读全文
相关资源
猜你喜欢
相关搜索

当前位置:首页 > 法律文书 > 辩护词

copyright@ 2008-2022 冰豆网网站版权所有

经营许可证编号:鄂ICP备2022015515号-1