150212工作面作业规程716文档格式.docx
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循环进度:
0.8m。
二、落煤方法
采用MZ—1.5型电煤钻结合1.2米麻花钻杆打眼,爆破落煤,落山侧放顶煤。
炮眼布置方式及爆破方法:
1、炮眼布置方式:
炮眼采用五花眼。
眼距0.8米;
眼深1.1米。
炮眼布置详见附图3:
炮眼布置图。
2、爆破方法:
联线方式为串联,正向爆破。
工作面放炮采用分段放炮,每5米为一段,放完一段后再放另一段。
起爆顺序为先底眼后腰眼和顶眼。
采用MFB-50型发爆器起爆。
3、炸药种类:
2号煤矿许用炸药。
4、雷管种类:
瞬发电雷管。
5、放顶煤炮眼间距为800㎜、排距为800㎜,即一采一放。
爆破说明书
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
每循环放炮断面积
㎡
176
5
工作面瓦斯情况
㎡/t
0.86
2
炮眼深度
m
1.1
6
电雷管
个
400
3
炮眼数量
7
2级煤矿许用
乳化炸药
Kg
200
4
普氏岩石坚固性系数
2-3
炮眼布置及装药量
炮名
眼称
眼
深
㎜
距
顶
底
炮眼角度
装药量/眼
每循环炮眼数
封长
孔度
仰角
俯角
水平角
卷
㎏
顶眼
1100
800
600
100
700-800
0.4
腰眼
1200
1000
00
底眼
0.6
顶煤炮眼
1500
眼距×
排距=800×
750
900
(个)
每循环雷管用量
每循环炸药消耗量
(kg)
每循环水炮泥用量(个)
封孔材料
黄土和水炮泥
预期爆破效果
炮眼利用率
%
80
炸药消耗量
kg/t
0.26
每循环进尺
0.8
雷管消耗量
b/t
0.87
每循环
爆破实体煤
m3
352
kg/m3
0.37
b/m3
1.22
四、铺、联网
工作面初采时要分段全长铺设单层菱形金属网,铺网从工作面上第一根∏型钢梁开始,以后随着工作面的推进依次进行。
金属网用12#铁丝编制,规格为10×
1米。
网孔规格为25×
25mm2。
铺、联网方法:
金属网两长边平行于工作面,短边垂直于工作面。
搭接长度10cm,用14#铁丝对折成双股,并用专用联网钩人工联网,每20cm联一扣,一扣压另一扣的尾巴,将网联接牢固。
五、装煤:
(1)、放炮待顶板稳定后,及时查看顶、帮等情况,确认无隐患后伸出对梁中的右梁挑起金属网护顶。
(2)、装运:
放炮落下的煤一部分靠自流进入溜槽,另一部分由人工攉入溜槽内。
攉煤工作业时必须在可靠的支护下进行,严禁空顶作业。
(3)、移梁方式:
放炮后及时去除伞檐,将顶板清平,然后将右梁前移,临时维护顶板。
移梁时要交错迈步进行,四人配合。
两人扶柱两人移梁,并要安排专人观看顶、帮情况,发现险情及时通知作业人员撤到安全地点。
移梁前必须先加固周围支架并保证后路畅通。
要先移柱后移梁,移完梁后要保证单体柱升紧支牢,初撑力不低于90KN。
单体支柱要横成排、竖成线,同时打好落山侧切顶帽柱。
六、放顶煤:
采用单轮间隔放煤,即对梁前移后,对梁后部顶煤靠顶板压力自行垮落(若顶煤不能自行垮落,则采用强制放顶)。
对梁间剪网放顶煤,第一轮放单号架顶煤,第二轮放双号架顶煤,依次交替进行。
放顶煤步距0.8米。
放顶煤前,要先加固附近支架,并保证后路畅通。
然后将放顶煤处切顶密柱回掉,支在不放顶煤支架间,再进行剪网放顶煤。
顶煤一部分靠自流进入煤溜,另一部分靠人工攉入煤溜内。
放煤口规格为:
0.3×
0.3m,网口剪成门帘式,上边不剪,下边距底板0.3m。
放完后及时收口,将网片放下并用铁丝联接牢固。
七、移溜:
采用移溜器移溜。
移溜时只能从一端向另一端(或从中间向两边)逐段进行,不得从两端向中间进行。
煤溜弯曲度不得大于4度,弯曲不少于15米,移溜前必须支好移溜戗柱。
第三章工作面支护与顶板管理
第一节工作面支护
一、工作面支护设计
工作面采用DW25--25/100单体液压支柱,工作阻力为294KN。
额定承载力为300KN,底板比压1.17MPa。
顶梁用2.4米∏型钢梁。
1、顶板压力估算
(1)、按四倍采高顶板岩性分析计算
据工作经验,工作面支柱单位面积所受到的矿岩层单位面积4-8倍采高岩体重量,根据采面综合柱状图知:
顶板砂岩6米,容重28KN/m3,加权平均求顶板岩体容重为:
R=28×
6.0+24×
3.0+13.5×
3.0
6.0+3.0+3.0
=23.4KN/m3
(2)顶板压力估算
P=4MR=4×
2.2×
23.4=205.9KN/m2
式中:
P-----支柱的支护强度
M----采高取2.2米
R----顶板岩石平均容重KN/m3
Q=PS=205.9×
0.00785=1.62KN
Q----顶板估算压力
S-----支柱的底面积,柱筒直径为100mm
2、底板比压估算
P'
=(Q+G)/S=(1.62+0.512)/0.00785
=271.59KN/m2=0.271MPa
P---底板比压
G----支架自重0.512KN
3、安全性能比较
从1、2项计算数据知:
P=205.9KN<
294KN
=0.271MPa<
1.17MPa
4、支护密度设计
支护密度的确定就是确定支柱的排距和柱距,排距定为1000mm由此按下列步骤确定柱距。
(1)柱距的确定
L柱=PO/(K×
L排×
P)
式中:
PO---表示支柱平均工作能力实测15t。
即为:
147KN
K-----表示修正系数炮采取1.15
L柱=147/(1.15×
1×
205.9)
=0.621米
根据地质资料,本采面顶板有较厚的砂岩,回采时顶板破碎易冒落,很难维护,因此,需要加大支护密度,缩小柱距,根据以往经验可以取0.6米,上下偏差0.05米,故柱距0.6±
0.05米,排距(中--中)1.0±
0.05米,支柱迎山有力。
顶梁应垂直工作面,遇地质变化时,支柱应穿鞋。
(2)确定支护密度
h1=1/(L排×
L柱)
=1/(1×
0.6)
=1.6棵/m2
h---支护密度棵/m2
二、工作面支护
1、支护材料:
本工作面采用DW25--25/100单体液压支柱配合2.4米∏型钢梁支架设齐头对梁上铺金属顶网支护形式。
2、支护形式:
采用两梁六柱齐梁齐柱支护方式。
3、工作面最大控顶距3.2m,最小控顶距2.4m。
工作面支护详见附图4:
150212工作面支护示意图。
4、支护质量要求。
①单体液压支柱的初撑力不得小于90KN,不足的要进行二次注液。
②单体液压支柱全部编号管理,不得缺梁少柱。
③工作面支柱要横成排、竖成线。
对棚距600mm,偏差不超过±
50㎜,排距1000mm,偏差不超过±
50㎜(局部矿压较大可加柱);
相邻支柱间不能有明显错差。
当工作面处于放炮和放煤时,均为齐梁齐柱。
两侧梁头长均为200㎜,偏差不得超过50㎜。
梁头距煤壁不得超过200㎜。
④顶梁与顶板平行支设,其最大俯仰角<7°
⑤支柱支设应垂直顶底板,迎山有劲,迎山角3°
~5°
,工作面支柱
必须全承载。
⑥支柱必须打在实底上,柱头卡在梁凹槽内,如无梁支设时必须戴帽,柱帽规格:
300×
200×
50㎜。
底板松软、钻底量大于100mm时必须穿柱鞋,柱鞋规格:
60㎜。
⑦不得有泄(漏)串液的支柱,不得有空载支柱,不得出现液压支柱有明显的自降现象,不得出现死柱。
不得使用损坏的顶梁和失效的支柱,一旦发现立即更换。
⑧切顶线支柱齐全,挡矸有效。
⑨单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。
⑩单体液压支柱,在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后,必须进行检修。
检修好的支柱,还必须进行压力试验,合格后方可使用。
三、工作面两端头支护:
1、工作面上端头支护采用4.0米长∏型钢梁加DW25--25/100单体液压支柱支设成四对八梁32柱齐梁齐柱支护形式。
机头处最大控顶距为4.8m。
最小控顶距为4m。
2、工作面下端头支护采用3.4米长∏型钢梁加DW25--25/100单体液压支柱支设成四对八梁32柱齐梁齐柱支护支护。
机尾最大控顶距为4.2m。
最小控顶距为3.4m
3、机头、机尾两缺口规格为:
长×
宽=2.0×
1.0m,高度为2.2m。
四、超前支护
距工作面煤壁20米范围内的上、下顺槽要进行超前支护。
超前支护采用DW25-25/100单体液压支柱配2.4米∏型钢梁,采用一梁三柱、双排支护。
超前支护顶梁接顶严实,顶(帮)网无开裂。
上下安全出口畅通,满足通风、行人、运输要求。
上下安全出口宽度≥0.7米,高度≥1.6米。
超前支护全部采用双排柱,排距1.0米。
五、特殊支护
根据具体情况,必须及时支设木垛、戗柱、密集支柱、丛柱等特殊支护。
六、工作面支护材料
支护材料使用明细表
规格
使用地点
使用数量
回收率
∏型钢
2.4m
根
工作面
218
250
100%
超前支护
32
4.0
上端头
8
3.4
下端头
单体支柱
DW25—25/100
96
1112
工作面及上下端头
936
戗柱及密集支护
坑木
¢160mm,长2.4米
戗棚
20
70%
9
方木
长1米
木垛
10
金属网
10米×
1米
工作面及超前支护
50卷
11
勾棚
200根
七、备用支护材料
备用支护材料必须码放在距工作面上出口50米以内。
码放整齐,距溜子或皮带不得小于0.7米。
其数量和规格详见下表
工作面备用材料明细表
单体液压支柱
100根
30根
2.4米,¢16cm
20根
60根
30卷
第二节顶板管理
一、采空区管理
采空区采用全部跨落法
二、工作面顶板管理
工作面回采期间采用三、四排管理,最大控顶距3.2米,最小控顶距2.4米。
当最大控顶距超过5米时或悬顶面积大于2×
5m2时,要采取强制放顶措施。
三、初采的放顶煤管理。
工作面移架后,对工作面进行全面检查,确认安全后,方可在工作面后部两对对梁中间剪网放顶煤。
工作面后部出现悬顶时严禁放顶煤;
放煤口间距1.8米,放煤口距底板高度不得超过30cm,严禁超高剪网放煤,工作面放顶煤期间,严格控制放煤量,严禁支架悬空。
放顶煤前必须对周围支架进行加固,并清理好后路;
放顶煤作业必须安排专人观看顶帮等情况;
放顶煤人员必须在安全地点放煤,不得正对放煤口。
四、初次放顶
1、成立以生产矿长为首的初放领导小组。
放顶期间领导小组成员现场指挥。
2、单体液压支柱初撑力不得小于90KN。
3、初放前,切顶线支柱必须成一条直线,必须打好各种特殊支护。
4、现场人员必须时刻注意顶、帮等情况,如发现煤壁片帮严重、支柱安全阀开启、顶板掉渣、发出断裂声、顶板淋水异常、支架变形,巷道超前压力明显等情况时,跟班领导必须及时撤出人员,并汇报调度室,采取措施进行处理,确保安全后,方可继续作业。
工作面初次来压和周期来压时,要加强工作面管理,发现异常及时处理。
第三节矿压观测
1、支柱初撑力大于90KN/棵。
2、坚持“初撑力第一”的观点,思想上、组织上、措施上、技术上、作风上重视矿压监控,严格按规定执行。
3、矿压监控应纳入日常生产技术管理,建立健全工作面支护质量、顶板监测及矿压预报制度。
不实行矿压监控,严禁回采。
4、建立健全全员、全过程、全方位的“三全”"
质量保证体系,确保监控工作落实到实处。
管理人员必须带表进面,亲自抽测,组织现场整改,严把质量关。
5、严格按照“初放期间强化监控、正常生产选测监控,重点区、异常段、特殊点重点监控”的原则。
本工作面正常情况下均匀布置5条监测线,每条监测线2个点,即初排支柱和末排支柱。
6、正常放顶期间,每班队长认真监测这5条矿压监测线,并把真实数据填在班评估记录上。
7、每班要对工作面矿压做好两次监测工作,第一次为进入工作时,由跟班领导和当班队长对上班的工作面初撑力进行不定棚验测,发现有不合格的及时安排进行二次补液,并把不合格的棚号记下,按本单位相关制度对上班责任人进行处罚;
第二次为当班中,跟班领导和当班队长对5条监测线进行监测,对不合格支柱进行二次补液,并记录在班评估记录上。
8、初放期间是顶板事故的多发期,要求支柱初撑力测定率达100%。
9、监测人员应切实做到“检测、补改、验测、填报、处理”五个过程,监测数据必须真实可靠,发现问题及时整改,排除隐患。
第四节乳化液泵站
1、150212工作面乳化液泵站位于东翼采区6号联络巷内。
液压管路:
泵站→6号联络巷→150212工作面运输巷→工作面
2、泵站及管理要求:
(1)泵站司机必须严格执行操作规程,必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。
(2)正常回采期间,泵压压力18~20MPa,乳化液浓度达2%~3%,有配比和检测手段,泵站周围不得有积水、积物、杂物。
(3)油箱必须有过滤网,正常情况下油箱盖必须盖好。
(4)泵箱的自动给液装置应配备齐全完好,严禁开空泵。
(5)开泵前检查泵站和液压系统各部件,达不到完好标准不准开泵。
(6)注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐。
(7)注液枪使用时枪口不能对着人。
(8)液压管路无跑冒滴漏现象,密封圈和油管损坏后及时更换。
(9)更换液压胶管或液压密封,应停油泵或关闭断路阀。
(10)泵压由检修工调定,正常情况下只准开一台泵,另一台泵备用,若有损坏及时修复。
第四章生产系统
第一节运输系统
本工作面原煤采用溜子结合皮带运输,材料运输采用矿车运输。
一、运煤系统
150212工作面—工作面煤溜--→150212工作面运输顺槽---顺槽煤溜、皮带→东翼采区运输大巷—皮带→主井底煤仓→主井→地面
二、运材料路线
地面→副井→东翼采区轨道大巷→2号联络巷→东翼采区回风大巷→6号联络巷→150212工作面运输顺槽→150212工作面
运输系统图详见附图5
第二节通风、防尘、压风与安全监测系统
一、通风系统
(一)通风路线:
150212采煤工作面为U型全负压通风,其通风路线为:
新鲜风流:
地面→副井、主井→东翼采区运输大巷、轨道大巷→150212工作面运输顺槽→150212工作面
乏风风流:
150212工作面→150212回风顺槽→东翼采区回风大巷→总回风巷→回风斜井→地面
(二)风量确定
1、按气象条件
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温=388×
1.2×
1.0×
1.0=465.6m3/min
Q采——采煤工作面的需要风量(m3/min);
Q基本=60×
工作面控顶距×
工作面实际采高×
70%×
适宜风速
=60×
2.8×
1.5=388m3/min
K采高—回采工作面采高调整系数,放顶煤面取1.2;
K采面长—回采工作面长度调整系数,取1.0;
K温——回采工作面温度调整系数,取1.0;
因为该采煤工作面为放顶煤工作面,回采工作面长度为80m,且回采工作面温度23℃,采煤工作面风速在1.0~1.5m/s之间,
则:
K采高=1.2,K采面长=1.0,K温=1.00~1.25(本计算取1.0)。
2、按工作面温度适宜风速计算
Q采=60×
V采×
S采=60×
1.5×
4.3=387m3/min
V采—采煤工作面风速,m/s;
根据查表,该工作面适宜风速取1.5m/s;
S采——采煤工作面的平均断面积,m2;
该工作面最小控顶距为2.4m,最大控顶距为3.2m,取平均值2.8m,采高2.2米,
S采=2.8×
70%=4.3m2
3、按工作面同时作业人数和炸药量计算
每人供风≥4m3/min:
Q采≥4N=4×
60=240m3/min
每千克炸药供风≥25m3/minQ采≥25A=25×
4.8=120m3/min
N—工作面最多人数,60人
A—一次爆破炸药最大用量,取4.8Kg。
4、按瓦斯涌出量计算
Q采=100×
q瓦采×
K采通=100×
0.87×
1.5=130.5m3/min
Q采——采煤工作面的需要风量m3/min
q瓦采—采煤工作面的瓦斯绝对涌出量m3/min
K采通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数
炮采工作面K采通=1.4~2.0(本计算取1.5)。
经比较以上计算结果,按气象条件计算结果465.6m3/min为最大值。
5、按风速进行验算:
60×
0.25S<Q采<60×
4Sm3/min
0.25S=60×
0.25×
4.3=64.5m3/min
4S=60×
4×
4.3=1032m3/min
64.5<465.6<1032
S采——采煤工作面的平均有效断面积,原因同上取4.3m2
经比较以上计算需风量,并根据按风速进行验算结果得知,
150212采面需要风量为:
465.6m3/min。
通风系统详见附图11。
二、“三条生命线”:
防尘供水(防灭火尘系统)、压风管路系统、通讯系统
(一)防尘供水、防灭火系统
地面净化水→副井→主副井联络巷→东翼采区运输大巷、东翼采区回风大巷→150212运输顺槽、回风顺槽→150212工作面
皮带运输机机头安设喷雾,运输顺槽距采面10米、30米各安设一道水幕。
运输、回风顺槽供水管每50米接一个三通阀门。
(二)压风管路系统
地面压风机房→主井→东翼采区运输大巷→150212工作面运输顺槽、回风顺槽→150212工作面
(三)通讯系统
1、采面泵站、运输顺槽溜子机头外20米各设一部矿用防爆电话,直通调度室及井上、下各地点,与外界构成通讯系统。
2、信号系统采用BZZ—4信号综合保护开关127V供电,主要用于采面溜子及皮带运输机铺设专用信号。
详见附图6。
三、安全监控系统
工作面采用KJ90型安全监控系统。
本工作面共安设三台甲烷传感器,在回采工作面上隅角悬挂一台KG9701A型甲烷传感器(其报警浓度为≥1%,断电浓度为≥1.5%,复电浓度<1%,断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备),在回风顺槽距工作面10米内悬挂一台KG9701A型甲烷传感器(其报警浓度为≥1%,断电浓度为≥1%,复电浓度<1%,断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备),在回风顺槽口向里10-15米处悬挂一台KG9701A型甲烷传感器(其报警浓度为≥1%,断电浓度为≥1.5%,复电浓度<1%,断电范围为工作面及其回风巷全部电气设备),
传感器悬挂位置:
距帮不小于200mm,距顶不大于300mm,垂直悬挂。
传感器必须每10天校验。
传感器布置详见附图7。
第三节排水系统
排水设备:
WJQ-15型水泵,安装于12工作面泄水巷临时水仓内;
配备两台,一台工作,一台备用。
排水路线:
150212回风顺槽→150212泄水巷→5号联络巷→东翼采区轨道大巷副井底大巷→中央泵房→地面
第四节供电系统
1、供电方式:
采用采区变电所集中供电,采掘用电分开。
工作面采用660V电压供电,由采区变电所经过MY—0.66/1.14×
70型橡套电缆、KBZ—400型馈电开关引至工作面配电点。
详见附图8
2、供电线路:
东翼采区