液压支柱 东三采煤工作面作业规程概要文档格式.docx
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第五章劳动组织和主要经济技术指标-------------------------------28
第六章煤质管理----------------------------------------------------------31
第七章灾害预防及避灾路线-------------------------------------------31
第八章安全技术措施----------------------------------------------------35
第一节一般规定----------------------------------------------------------35
第二节顶板管理----------------------------------------------------------43
第三节防治水-------------------------------------------------------------48
第四节爆破管理----------------------------------------------------------49
第五节通防及安全监测-------------------------------------------------55
第六节运输管理----------------------------------------------------------59
第七节机电管理----------------------------------------------------------63
第八节其它----------------------------------------------------------------68
矿审批意见
会审单位及人员签字:
生产部:
年月日机电部:
年月日
通风工区:
年月日安监部:
安全矿长:
年月日生产矿长:
年月日
总工程师:
作业规程学习考试记录
负责人:
传达人:
班次:
贯彻时间
听传达人
年
月
日
姓名
成绩
签字
作业规程复查记录
作业规程名称
施工单位
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题:
二、处理意见:
第一章概况
东三采煤工作面位于东翼提升下山东部,具体位置及井上下关系如表一所示。
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
+1700m水平
采区名称
东三采区
地面标高
+1865m
井下标高
+1705~+1738m
地面的相对
位置
东三采煤工作面地面的相对位置位于工业广场东、偏南,无地面建筑物。
回采对地面
设施的影响
东三采煤工作面上部地面为山区,无任何建筑物和
其它设施。
井下位置及
与相邻关系
东三采煤工作面位于东翼提升下山东部,上部为东二运输平巷,东侧是断层构造。
走向长度(m)
200
倾斜长度(m)
70
面积(m2)
14000
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为C4煤层,根据东三、东二运输平巷掘进揭露及切眼掘进所显示煤层厚度看,确定该工作面范围内C4煤层赋存不稳定,成莲藕状分布,给回采施工带来一定影响,煤层的厚度在1~1.5m之间,具体情况如表二所示:
煤层顶底板情况表表二
煤层厚度(m)
0.6~1.7
煤层
结构
简单
煤层倾角(°
)
20~28
24
开采煤层
C4
煤种
无烟煤
稳定程度
不稳定
煤
层
情
况
描
述
上部为深灰色沙质泥岩、细砂岩互层。
底部为煤线厚度为8-10m,接着是厚度0.1-0.3m的煤线不可采。
向下为厚度4-5m深灰色砂质泥岩,细砂互层。
向下有厚度0.2-0.4m的C3煤属亮型煤,顶碳含黄铁矿条带接着向下厚度5-9m灰、浅灰色薄层状细中粒砂岩,向下为厚度1-1.5m的C4煤层半亮型煤,煤质较好。
向下厚度2-3m上部为浅灰色粘土层,含粗晶菱矿结核,下部为砂质泥岩,向下厚度0.5m,C5煤网状结构,标志层之一。
附图:
工作面地层综合柱状图。
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
直接顶
块状泥岩、泥质粉砂岩
5-9m
直接顶为灰、浅灰色薄层状细中粒砂岩
直接底
泥岩、菱铁质砂岩
2-3m
上部为浅灰色粘土层、含粗晶菱矿结核,下部为沙质泥岩。
第四节地质构造
一、褶曲
东三工作面整体属于单斜构造,位于东翼提升下山东部,煤层倾角20~25度。
通过回采巷道掘进揭露工作面内有褶曲构造,对回采有一定影响。
二、断层情况以及对回采的影响
根据工作面运输巷和回风巷以及东三工作面切眼掘进情况来看,本工作面有落差0.8米左右的小断层构造,对回采无大的影响。
三、其它因素对回采的影响
根据其他工作面回采揭露,本工作面内没有陷落柱和火成岩侵入。
第五节水文地质
一、涌水量
正常涌水量:
2~3m3/h
最大涌水量:
5m3/h
二、含水层(顶部和底部)分析
1、直接充水含水层:
万寿山组下段弱裂隙含水层岩性灰色厚层状细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩夹薄层泥岩。
岩性大部分为钙质胶结,性脆。
裂隙及小溶孔发育。
富水性相对较强,对采煤有一定影响。
2、间接充水含水层:
(1)、第四系松散孔隙含水层(Q)
岩性由冲洪积、坡积、崩物积、残积物的沙岩、粘土组成。
具有雨季补给,但很快能够排泄出去,对采煤无影响。
(2)、栖霞组岩溶强含水层(P1q+m)
岩性为深、浅灰色厚层状灰岩、生物碎屑灰岩。
由于残存厚度不详岩溶发育,地下水以脉状管道迳流为主,岩溶大泉排泄,对采煤无影响。
(3)、梁山组裂隙弱含水层(P1l)
岩性由紫红色、黄绿、浅灰色中厚状砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩,透镜状的黑色劣质煤组成。
水平层理,上部泥灰岩中含岩溶裂隙水,其富水性较强;
而下部薄层状铝土岩、泥岩及含菱铁质泥岩,富水性弱。
对采煤无影响。
(4)、威宁组摆佐组岩溶强含水层(C2w~Clb)
岩性由灰白色、浅灰白色灰岩、白云岩组成,局部夹薄层状燧石条带,下部夹厚层状灰色生物骨屑白云质灰岩。
岩溶发育,以溶洞隙为主具有较大的不均一性,对采煤无影响。
三、其它水源分析
1、地表水:
本矿范围内,第四系(尤其是第四系下组)有几层厚度较大的粘土层,有效阻隔地表水与矿井水的水力联系。
2、因工作面内暂时没有发现大的断层,底板含水层对回采没有影响,但必须加强顶底板水的观测预报,发现问题及时处理并撤出工作面的所有人员。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况(见下表)
影响回采的其它地质情况表表四
瓦斯
低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量6.02m3/t,绝对涌出量0.46m3/min。
二氧化碳
低CO2矿井,绝对涌出量0.17m3/min。
煤尘爆炸指数
无煤尘爆炸危险。
煤的自燃倾向性
不易自燃。
地温危害
无
冲击地压危害
二、冲击地压和应力集中区
根据以往相同条件下的开采经验,矿山压力显现不明显,开采时顶板冒落比较充分,对正常回采无影响。
本工作面无冲击地压。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
21000t
可采储量:
19000t
容重:
1.5吨∕立方米
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采储量/设计月产量=19000/7000≈3个月。
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
东三工作面位于东翼提升下山东部,工作面采用倾斜长壁方式布置。
该工作面上出口及回风巷为东二运输巷。
二、东三工作面运输巷和回风巷,均沿煤层顶板掘进、采用木棚梯形支护。
棚距0.8-1.5m,巷道断面,上净宽1.6m,下净宽2.2m净高1.8m,断面积3.42m2,均为工作面的通风、运输、行人巷道。
三、运输巷靠面一侧的巷道内敷设动力、信号、通信电缆及甲烷传感器;
在东三运输顺槽联络巷三岔门(往切眼方向)5~10m巷道棚梁下200mm的位置敷设甲烷传感器;
巷道右侧采用Φ51mm的钢管敷设一趟防尘管路和煤层注水管路。
在离巷道底板500mm把防尘管路用铁丝固定在棚腿上,固定点的间距为1.5m。
附图:
工作面位置及工作面位置示意图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法:
东三工作面采用倾斜长壁后退式全部垮落采煤法。
2、采高和循环进尺:
采高:
1~1.5m,误差±
100mm;
循环进尺1.0m。
3、回采工艺:
人工打眼→装药→爆破落煤→挂粱支柱→人工攉煤→移刮板输送机→回柱放顶。
二、落煤、装煤及运煤方式
1、落煤方式:
采用ZMS—12Q型手持风煤钻或ZM-12A电煤钻人工打眼,爆破落煤。
2、装煤方式:
爆破落煤、人工攉煤。
3、运煤方式:
采煤工作面采用SGB—400/30T×
2刮板运输、矿车装煤。
三、炮眼布置及爆破说明
1、炮眼布置、装药结构及联线方式(见附图)
2、爆破说明
①采用ZMS—12Q型手持湿式风煤钻、人工打眼,用煤矿许用毫秒延期电雷管,安全等级不低于三级的煤矿许用炸药,MFB—100型安全网路闭锁发爆器引爆。
②炮眼布置方式:
采用五花眼布置(详见炮眼布置图)。
③装药联线方式:
正向装药,串联起爆(见联线方式和装药结构图)。
④放炮顺序:
逆工作面风流方向。
⑤放炮安全距离:
不小于50m;
放炮母线采用绝缘铜芯线,长度不少于50m。
⑥打眼、装药及起爆方法:
采用全面打眼,分组装药,一组装药必须一次起爆,严禁使用两台发爆器同时进行爆破。
3、装药量计算表附下页(表五)
本工作面仰斜开采,一次采全高。
装药量计算表表五
(1)
项目
单位
顶眼
腰眼
底眼
合计
炮眼眼距
m
1.0
循环炮眼个数
个
750
210
装药量
kg/眼
0.15
0.30
0.3
0.75
炸药用量
kg/循环
10.5
21
52.5
雷管用量
发/循环
炸药消耗定额
kg/万t
3318
雷管消耗定额
发/万t
13274
四、工作面正规循环:
正规循环进尺1m
W=L×
S×
h×
r×
C=70×
1×
1.2×
1.4×
0.90=105t
式中:
W—工作面正规循环生产能力,t;
L—工作面平均长度,m;
S—工作面循环进尺,m;
h—工作面设计采高,m;
r—煤的容重,t/m3;
C—回采率,%。
炮眼布置、装药结构及联线方式
(5)炮眼布置图(正、俯、侧视)
(2)炮眼装药结构图
(3)一组雷管排列顺序及联线方式
\第三节设备配置
一、单体液压支柱的主要技术特征
1、型号为:
DW22—300/100
2、支撑高度:
1200mm~2400mm
3、初撑力:
90KN
4、工作阻力:
300KN
二、金属长梁的主要技术特征
1、型号:
л型钢
2、长度:
3.0m
三、铰接顶梁的主要技术特征
HDJA—1000
1.0m
四、运输设备
1、刮板输送机需要二部
(1)型号为:
SGW—400/30T
(2)电机功率:
30KW
(3)运输能力:
80t/h
2、辅助运输设备选用1吨矿车或叉车
五、乳化泵的主要技术参数
BRW801/31.5
2、公称压力:
20MPa;
3、公称流量:
80L/min;
4、柱塞直径:
40mm;
5、柱塞行程:
6、电动机型号:
DYB—37;
7、电动机功率:
37KW;
8、电动机转速:
1480r/min。
六、煤层注水泵的主要技术参数
5BZ—2/16型
2、工称流量:
2m3/h
3、工称压力:
8~16MPa
4、电机功率:
11KW
5、电机转速:
960r/min
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
1、合理支护强度的计算
采用经验公式计算:
Pt=8×
9.81×
r=8×
1.7×
2.0=266.8(kN/m2)
Pt—工作面合理的支护强度(kN/m2)
h—采高(m)
r—顶板岩石容重(t/m3)
选取上述两项中最大值266.8kN/m2为工作面合理支护强度。
2、支柱实际支撑能力计算
Rt=kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
R=0.99×
0.95×
0.90×
300=
229.18(kN)
R—支柱额定工作阻力,KN
kg—工作系数,取0.99
kz—增阻系数,取0.95
kb—不均匀系数,取0.90
kh—采高系数,取0.95
ka—倾角系数,取0.95
4、工作面合理的支护密度计算:
n=Pt/Rt=266.8/229.18≈1.16(根/m2)
5、根据合理的支护密度,确定排距为1.0m、柱距为0.7m,实际支护密度为1.66根/m2。
6、选择合理的控顶距
采用“三四”硐管理,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m。
二、乳化液泵站
(一)泵站选型、数量
乳化泵选用BRW801/31.5型两台,其中一台正常使用,另一台备用,两个泵共用一个水箱。
输液管路选用钢编胶管耐压18MPa以上。
(二)泵站设置位置
泵站设置在东一运输平巷内,从主提升下山接Φ19钢编胶管往乳化泵的水箱直接供水。
乳化泵采用配比箱自动配液,用糖量计检测乳化液浓度,每班检测不低于两次。
(三)泵站使用规定
保证泵站压力不小于18MPa,乳化液浓度不低于2%~3%,加强供液管路与泵站的维修,杜绝系统的窜、漏液现象。
第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
东三工作面正常工作时期,采用单体液压支柱配л型钢长梁“一梁三柱”进行端头支护,梁长度为3.2m,成对使用,交替迈步前移,对间距为0.6m,架间距为0.2m。
放炮后及时进行敲帮问顶,卸柱、前移л型钢长梁时,要求长梁前端紧抵煤壁,煤壁攉煤后及时跟齐贴帮柱,移长梁步距为1.0m。
顶板破碎、片帮时、压力增大时,在每对支架紧靠采空区放顶线位置支设一棵戗柱。
采用全部垮落法管理顶板,“三四”硐管理,支柱柱距0.7m,排距1.0m。
人工回柱放顶,最大控顶距为4.2m,最小控顶距为3.2m。
煤壁伞檐长度超过1.0m时,其最大突出部分不超过0.2m,伞檐长度在1m以下时,其最大突出部分不超过0.25m。
二、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离
1、回柱放顶的方法、步骤:
掐梁回柱放顶时,必须至少两人一组,坚持先支后回的原则,即每掐一架铰接顶梁之前,必须先在相邻的两架顶梁之间靠近溜子后侧的位置支设一棵戗柱,然后再人工使原支撑顶梁支柱卸载。
依次进行回柱放顶。
回柱放顶时,只能由低侧向高侧方向进行,施工人员必须站在支架斜上方进行操作。
沿下山方向回柱放顶时,应用长把卸载工具进行操作,在回柱放顶操作时,必须采取可靠措施,防止梁、柱下落或下滚伤人;
沿上山方向回柱放顶时,施工人员必须站在支架斜上方进行操作。
2、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离
(1)回柱放顶地点上、下各15m范围内,打眼和回柱不准平行作业。
(2)回柱放顶与移溜间的安全距离不得少于20m。
三、特殊时期的顶板管理
(一)来压及停采前的顶板管理
1、工作面初次来压前必须编制专门安全技术措施。
2、工作面初次来压和周期来压期间,应加强来压的预测预报工作,由生产技术部在上下顺槽挂牌标明来压位置。
3、工作面的所有单体液压支柱初撑力均不得低于90KN,左、右顺槽超前内的所有单体液压支柱初撑力均不得低于50KN,坚持二次注液。
4、在每对支架紧靠老空区末排支柱处支设一棵戗柱,要求:
戗柱的上端抵住老空区末排支柱的上端,并且戗柱的支设角度为78º
~85º
。
5、加强端头顶板管理,提高支护质量。
6、对工作面所有支柱设置防倒绳,对所有支架进行可靠连锁,以增加其整体稳定性。
7、支柱钻底超过100mm时必须需穿铁鞋。
8、工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
(二)顶板破碎段的顶板管理
1、端面距大于0.3m,必须及时进行临时支护;
2、顶板破碎部位煤壁侧架架支设贴帮柱,支柱初撑力不低于90KN/棵;
3、放炮时坚持少拉勤维护,必要时坚持一炮一维护,但是一次装药必须一次起爆。
4、工作面出现冒顶时,冒顶区必须用木垛接到实顶,同时对冒顶区两端3m范围内的支架进行架架连锁,以增强其稳定性。
第三节顺槽及端头顶板管理
一、东三工作面上下巷的顶板管理
(一)、上下巷超前支护均采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁进行支护,支护距离不少于20m。
超前支护以外的巷道出现棚梁变形时应及时打点柱支护(单体液压支柱必须全部使用支柱防倒绳),棚腿损坏时要及时更换,严重时必须复棚。
(二)、支护质量控制标准:
(1)支柱纵横成线,偏差不大于±
0.1m。
(2)支柱应支到实底,并做到迎山有力。
单体液压支柱初撑力不小于90KN/棵。
(3)铰接顶梁之间要用圆柱销联好,保持平直。
(4)上下巷的超前支护,高度不得低于1.6m,人行道宽度不得小于0.8m,单体液压支柱活柱体行程为0.2~0.65m。
(5)工作面所有单体液压支柱的三用阀方向一致,都平行于人行道。
(三)、上下巷的支护