10315炮采作业规程.docx

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10315炮采作业规程.docx

10315炮采作业规程

 

晋煤集团洪洞晋圣荣康煤业

10315炮采煤柱工作面作业规程

 

总工程师:

负责人:

编制人:

编制日期:

批准日期:

会审签字

会审单位及人员签字

总工程师:

年月日

生产:

年月日

机电:

年月日

通风:

年月日

安全:

年月日

调度:

年月日

运输:

年月日

会审意见

一、存在主要问题

 

二、建议

 

目录

第一章概况1

第一节工作面位置及井上下关系1

第二节煤层2

第三节煤层顶底板2

第四节地质构造3

第五节水文地质3

第六节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况4

第七节储量及服务年限5

第二章采煤方法5

第一节巷道布置5

第二节采煤工艺6

第三节设备配置10

第三章顶板管理10

第一节支护设计10

第二节工作面顶板管理13

第三节运输巷、回风巷及安全出口(特殊)支护14

第四章生产系统18

第一节运输系统18

第二节“一通三防”与安全监控19

第三节压风供液23

第四节排水24

第五节供电24

第六节通信、照明和人员定位系统25

第五章劳动组织及主要经济技术指标25

第一节劳动组织25

第二节作业循环27

第二节主要技术经济指标28

第六章工程质量管理29

第七章安全技术措施34

第一节一般安全规定34

第二节顶板35

第三节防治水37

第四节爆破37

第五节“一通三防”与安全监控41

第六节机电运输安全技术措施43

第八章灾害应急措施及避灾路线46

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

10315煤柱工作面位于岭南村以南,圪堆底村西北处荒山。

地面标高在730~821m之间。

10315煤柱工作面所采煤层为11#煤层,工作面标高560m。

10315煤柱工作面为井田西部101皮带巷与102回风巷的煤柱面,该工作面顺槽长度为100m,工作面长度为20m,平均采高2.3m。

工作面南部为原10310综采工作面,10310工作面本工作面整体地质条件较好,在掘进与回采期间工作面两巷压力显现较小,支架压力变化不明显。

由于10315煤柱工作面为切眼长度与顺槽长度都较短的煤柱面,对地面山体影响不大或无影响。

工作面参数:

10315炮采工作面

顺槽长(m)

100

工作面长(m)

20

煤层平均倾角(度)

煤层平均厚度(m)

2.3

煤容重(t/m3)

1.3

含煤面积(m2)

2000

工业储量(吨)

5980

可采储量(吨)

5980

回收率(%)

95

可采期(天)

20

煤层名称

11#煤层

工作面名称

10315炮采工作面

地面标高(m)

730~821m

工作面标高(m)

560m

地面位置

地表为岭南村西南、圪堆底村西北处荒山,无文物古迹,无特殊建筑,无有害气体积聚。

井下位置及四邻采掘情况

10315煤柱工作面北部、西部均为井田边界,南部为原10310工作面

回采对地面设施影响

对地面设施基本无影响

顺槽长度(m)

100

可采长度(m)

100

工作面长度(m)

20

面积(m2)

2000

可采面积(m2)

2000

工作面位置及井上下关系表

第二节煤层

工作面盖山厚度:

215-251.5m。

黑色,金属光泽,亮煤为主,半亮型。

含1-2层不稳定夹矸。

煤层变异系数为8.7%,稳定程度为稳定。

煤层倾角2~7°,平均5°。

普氏硬度:

煤层1.3,夹矸5,直接顶5.2,直接底1.7。

煤体容重1.3t/m3。

第三节煤层顶底板

一、顶板岩性

顶板岩性由下至上依次为:

粉砂岩或泥岩,厚度约为3.50---10.89米,平均7.71米;其上为10#煤层,厚度约为1.65---2.80米,平均2.26米;其上为粉砂岩或泥岩,厚度约为1.03---3.97米,平均1.89米;其上为9#煤层,厚度约为0.75---1.3米,平均1.01米;其上为K2灰岩,厚度约为6.82---11.35米,平均9.14米。

二、底板岩石构造特征

底板岩性由上至下为:

粉砂岩或黑色泥岩,厚度约为1.25---5.72米,平均3.35米;其下为K1灰岩,厚度约3.2m。

第四节地质构造

根据该工作面进、回巷已揭露的情况分析,该工作面整体属单斜构造,煤层平均坡度3°左右;煤层地质构造简单,在两顺槽掘进过程中10315煤柱面范围内未遇到构造。

第五节水文地质

根据10310回采期间现场实际情况上覆10#采空区无积水。

涌水来源主要来源于砂岩裂隙水,预计正常涌水量5m3/d;最大涌水量20m3/d左右。

施工队要完善排水系统,保证正常回采。

防治水技术措施

回采前,工作面及进风巷、回风巷必须备足水泵、排水管、水泵电缆、开关等排水设施,排水设施必须满足最大涌水量要求,并保持完好,以备涌水时能够及时进行排水,降低水患影响。

综采队负责准备两台备用潜水泵及相应的开关、电缆等排水设施,保证排水管路畅通。

推进过程中,密切注意观察工作面涌水和顶板淋水及顶板裂隙发育情况,发现有挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时,必须停止作业,立即报告矿调度室,发出警报,撤出所有受水威胁地点的人员。

进一步加强防治水管理工作,坚持“预测预报、有掘必探、有采必探、先探后掘、先探后采”的原则。

在回采时,进回风巷各设一趟¢51mm排水管,分别安设两台BQW12.5-100-5.5/N-S防爆型潜水泵排水,101皮带巷排水经主运输大巷排至井底水仓。

第六节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况

影响回采的其它地质情况

瓦斯

预计绝对瓦斯涌出量为1.59m3/min,绝对二氧化碳涌出量为1.39m3/min。

煤尘

有爆炸危险性

煤的自燃

Ⅱ级自燃

地温

地温正常,无热害影响

地压

无冲击地压现象,地压正常

第七节储量及服务年限

 

 

 

顺槽

(m)

工作面

(m)

(m3)

(m)

(t∕m2)

(万t)

(﹪)

(万t)

期(天)

10315炮采工作面

100

20

2000

2.3

1.3

0.6

95

0.6

20

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、工作面巷道布置情况

通风系统:

副斜井—101皮带巷—工作面—102回风巷—总回风巷—回风立井;

运料系统:

井底车场—103轨道巷—101皮带巷—工作面;

运煤系统:

工作面—101皮带巷—主运输巷—主立井。

二、工作面运输巷、回风巷规格及用途

工作面运输巷与回风巷均采用矿用锚杆、钢带、锚网并加锚索补强的支护方式,部分地段来压后采用工字钢棚加强了支护,巷道净断面面积:

6.9m2。

运输巷用途为行人,通风,运输,运料;回风巷用途为回风,行人。

三、工作面运输巷、回风巷断面图

 

巷道断面图

第二节采煤工艺

一、采煤工序简述:

采煤工艺包括:

交接班→安全检查→打眼、装药→爆破→装运煤→移梁回柱→装运煤→移刮板。

二、采高和循环进度:

根据煤层赋存情况和支护方式,本工作面一次采全高,采高为2.3m,循环进度为1m。

三、落煤、装煤、运煤和顶板控制方式:

1、本工作面采用液压钻机湿式打眼,爆破落煤,操作人员必须持证上岗,使用液压钻机时严格按照操作规程进行打眼。

2、爆破后先清老空侧浮煤,老空侧浮煤清完后进行移梁回柱,副梁第一根柱支设在刮板内侧即用做临时支护又用做永久支护,副梁支柱打好后清刮板内侧浮煤,最后推移刮板。

3、工作面煤通过溜槽板溜至101皮带巷铺设的溜子中,经101皮带运至主运输巷再到煤库运送至地面。

4、本工作面采取三四控顶,见四回一,全部垮落法管理顶板。

四、爆破:

1、炮眼布置:

根据煤层的结构特点决定采用三排五花眼方式布置炮眼。

顶眼布置在距煤层底板2m的煤层内,斜向顶板方向打眼,夹角为5º,终孔位置垂距上扬130mm;底眼布置在距煤层底板0.4m的煤层内,夹角10º,终孔位置距煤层底板垂距150mm,打自由面扩帮眼的眼距为0.8m,眼深1.3m;剩余炮眼间距均为0.9m,眼深1.2m。

2、放炮:

采面采用煤矿Ⅱ级许用乳化炸药和1—5段毫秒延期电雷管爆破,连线方式为串并联,每次放炮的长度不得超过5m,一次装药,一次起爆,严禁一次装药多次起爆。

工作面起爆顺序为从机头到机尾依次起爆。

放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中,并严格按爆破说明书规定进行装药。

 

炮眼布布置图

3、爆破说明书

按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量

项目

名称

每排炮眼个数(个)

(米)

每眼装药量(kg)

循环消耗

连线

方式

炸药(kg)

雷管(发)

顶眼

22

1.2

0.2

4.4

22

中眼

20

1.2

0.2

4

20

底眼

22

1.2

0.2

4.4

22

合计

64

12.8

64

五、工作面支护及采空区处理:

全部垮落法管理顶板,采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区。

六、工作面正规循环生产能力计算:

根据:

Q循=L×L循×m×r×c=20×1.0×2.3×1.3×0.95=56.8(t)

式中L——工作面长

L循——循环进度1m

m——平均采高2.3m

r——煤容重1.3T/m3

c——工作面回采率95%

月产量:

Q月=Q循×4×30×90%=56.8×4×30×90%=6134.4t

式中:

30:

一个月天数,取30天

90%:

月循环率

4:

每天循环数

 

第三节设备配置

一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量

设备名称

规格型号

单位

数量

备注

刮板输送机

SGB620—40

1

切眼用

刮板输送机

SGB620—30

1

顺槽用

液压钻

ZYS-50/400S

3

两台使用、一台备用

注液枪

10

液压单体支柱

DZ-25型、DW-28

300

工作面及超前支护

短π梁

2600mm

90

工作面及超前支护

长π梁

3200mm

20

上、下安全出口

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、支护设备选型:

1、工作面基本支护选型:

本工作面采用三、四排控顶,密集支柱切顶,见四回一方式进行支护管理。

顶板采用铺锚网后用2.6mπ型钢梁配合单体液压支柱“二梁六柱”正悬臂迈步对梁进行支护,每对梁六根柱,即主副梁均为一梁三柱,对梁距(中—中)0.8m,柱距1m,正副梁间距不得超过100mm,最大空顶距1.2m,最小空顶距0.2m。

锚网搭接不得少于200mm,联网密度不得超过100mm。

2、工作面支架布置形式:

根据本工作面的地质条件,采取正悬臂正副梁错梁迈步式布置。

3、工作面上、下出口支护:

单体柱配π型梁支护,梁长3.2m,一梁四柱,“四对八梁”交替迈步前进。

二、工作面支护设计:

1、根据经验公式计算工作面合理支护强度:

Pt=9.81hγk=9.81×2.3×2×8=361(KN/m2)

式中:

Pt—工作面合理支护强度,KN/m2。

h—工作面采高,m。

γ—顶板岩石比重,取2t/m3。

K—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比取8。

2、支柱实际支撑能力计算:

Rt=RK=250×0.85=210(KN)

式中:

Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。

R—支柱额定工作阻力KN。

K—支柱阻力影响系数,一般取0.85。

3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度:

N=Pt/Rt=361/210=1.71(根/m2)

式中:

N—支柱密度,根/m2。

Pt—工作面合理支护密度,KN/m2。

Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。

4、根据支柱的布置方式和支护密度的要求计算工作的支护柱距:

L柱=N/(i×L排)=2.1/(2×0.8)=1.3m

式中:

L柱—工作面支柱柱距,m;

N—工作面顶板压力要求的支护密度(根/m2);

i—工作面控顶距基本柱的排数;

L排-工作面支护排距;

5、根据实际情况,确定对梁中心距为800mm、柱距为1m,则工作面最大控顶距为4.8m,最小控顶距3.8m。

经计算工作面需单体168根,则支护密度168/(20×4.8)=1.75KN/m2,因实际支护密度1.75>理论支护密度1.71KN/m2,所以确定排距为800mm、柱距为1000mm满足支护要求。

支柱技术参数

型号

工作阻力(KN)

支护强度(KN/m²)

支撑高度

(m)

自重(kg)

DZ

250

210

1.4—2.5

58

三、乳化泵站设计:

在东翼轨道巷设2台乳化泵,一台使用,另一台备用,一台水箱,供采面的支护和推溜用。

泵站→10315采面采用直径25mm高压胶管供液,采面用Ф16mm高压胶管连接,每隔10m串连一个液压阀。

液压泵压力≥30Mpa,浮化液浓度3~5%。

第二节工作面顶板管理

一、控顶方式、支柱支设要求和放顶要求:

1、控顶方式:

采用全部陷落法管理顶板,密集切顶,四、三控顶,见四回一,工作面最大控顶距4.8m,最小控顶距3.8m,放顶步距1m。

2、支柱支设要求:

(1)、必须挂线支柱、所有支柱成排、成行、整齐。

(2)、支柱必须架设牢固,迎山有劲,支柱初撑力不得低于90KN,测压计测定不得少于13Mpa。

(3)、严禁不同性能,不同类型的支柱混用。

(4)、严禁使用损坏、变形或自动卸压的支柱。

(5)、所有液压支柱的手把朝工作面上方,三用阀朝采向工作面下方。

(6)、支柱必须支在实底上,柱窝深度不小于200mm,当底板岩石松软时或不能见顶见底时,必须穿好木鞋。

3、放顶要求:

(1)、回柱放顶前,必须联好挡矸网。

(2)、回柱放顶前,放顶地点上、下20m范围内必须加固。

(3)、回柱放顶工作必须由有丰富放顶经验的工人担任,回柱放顶工作由三人同时进行,一人观察顶板,一人负责挂钩、拔顶,另一负责扶副梁。

(4)、回柱放顶时,放顶工必须站在放顶地点的上方,同时必须考虑到自己的退路,放顶地点下20m范围内严禁人员休息或作业。

(5)、遇到难回的支柱时,可用木支柱替放的方法回出,并先支后回,严禁锤打斧敲强行回柱。

 

第三节运输巷、回风巷及安全出口(特殊)支护

一、两巷超前支护:

采煤工作面进、回安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内,必须采取有效措施加强巷道超前支护,长度不得小于20m,高度≥1.8m,两巷超前支护必须连续架设,采用单体柱顶π型梁的方式进行支护,支柱有力,单体液压支柱采取防倒措施,柱柱使用防倒链。

单体柱必须打直,三用阀注液口背向风流方向。

底板是松软时,柱下必须穿铁鞋防支柱钻底措施。

二、上、下出口支护:

上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架,以单体配3.2m长的“π”型钢梁走向棚支护,两梁为一对,间距不大于100mm,每对间距为600mm,每梁不少于四个单体支柱,每组交替迈步前移。

支护方式及规格见工作面支护管理图。

三、上、下安全出口:

工作面上、下出口必须保证留出0.8m以上宽度的人行通道,高度不得小于1.8米。

四、基本支护材料和备用材料:

1、工作面基本支护材料:

2.5m单体300根,2.6m梁90根,3.2mπ型梁20根。

2、在回风巷距上出口30~50m处必须经常有如下备用材料:

单体液压支柱(2.5mm)

30根

φ14cm~φ16cm圆木(1.6m~3m)

20根

π型(2.6m)

20根

π型(3.2m)

3根

2米长的开块

20块

五、工作面支护管理图如下:

 

10315炮采工作面支护示意图

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输、装载、转载方式,运输设备:

1、运输、装载、转载方式:

工作面用溜槽板溜煤、101皮带巷采用刮板运输机与皮带运输机搭接运煤,再主井运输皮带运送至井底煤库。

为保证工作面爆破后自装煤量,工作面装药后起爆前需在刮板外侧紧靠第一排单体柱安装一排宽度为600mm的皮带来挡煤,高度不得超过工作面高度的1/3。

2、运输设备:

刮板运输机、皮带输送机。

二、运输设备的位置:

1、30刮板运输机安装在101皮带巷煤柱面侧。

2、40刮板运输机安装在工作面切眼。

3、皮带运输机原101皮带巷顺槽皮带,开工前做好延接工作。

三、运煤路线:

工作面(溜子)→101皮带巷(溜子、皮带)→主运输巷(皮带)→煤库→地面(详见运输系统图)

四、运料路线:

地面→副斜井→103轨道巷→103—101联巷→101皮带巷→工作面

第二节“一通三防”与安全监控

一、工作面风量计算:

所需风量计算按最新《晋煤集团矿井风量计算方法》文件计算。

①按工作面气象条件进行计算(工作面适宜温度以20℃计算)

Q采=Q基本*K采高*K采面长*K温度

=60×L×H×70%×1.2×1.1×0.8×1

=60×4.3×2.3×0.7×1.2×1.1×0.8×1

≈438.64(m3/min)

式中:

Q采─────工作面所需风量m3/min

Q基本─────不同采煤方式工作面所需基本风量=60×工作控顶距×采高×工作面有效断面率70%×适宜风速(不小于1m/s)m3/min

V─────工作面适宜风速取1.2m/s

L──────工作面控顶距(取工作面的最大和最小控顶距的平均值)4.3m

H─────工作面最大采高取2.3m

K采高─────工作面采高调整系数取1.1

K采面长─────工作面长度调整系数取0.8

K温度─────工作面温度调整系数取1

②按人数进行计算

按每人供风量不小于4m3/min计算

Q采≥4×N采=4×50=200(m3/min)

式中:

N采─────工作面同时最多作业人数(交接班时)取50人

③按瓦斯绝对涌出量计算风量

Q采=100×qCH4×KCH4

=100×1.54×1.5

=231(m3/min)

Q采=67×qCO2×KCH4

=67×1.39×1.5

=139.7(m3/min)

QCH4>QCO2,因此,两者选取较大风量231m3/min。

式中:

QCH4——按CH4绝对涌出量计算风量,m3/min;

QCO2——按CO2绝对涌出量计算风量,m3/min;

qCH4——CH4绝对涌出量,m3/min;

qCO2——CO2绝对涌出量,m3/min;

K——瓦斯涌出不均匀系数,取1.5。

④按炸药量计算

Q采>10A

式中:

10——每千克二级煤矿许用炸药需风量,m3/min

A——工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg

Q采>10A

Q采>10×3.4=34m3/min

Q采>34m3/min

根据以上计算Q采最大值为438.64m3/min,取450m3/min。

⑤风速验算

按15S<Q采<240S进行验算

则:

15S=15×7.29=109.4(m3/min)

240S=240×6.29=1509.6(m3/min)

经验算,工作面所取风量15S<Q<240S。

符合《煤矿安全规程》中风速有关规定。

机械化采煤工作面的最优排尘风速为1.5-2.5m/s,以此验算工作面所取风量。

工作面平均风速V平=Q/S平

工作面平均断面S平=70%×2.3×(4.8+3.8)/2=6.92㎡

工作面平均风速V平=450÷6.51÷60=1.15m/s满足最优排尘风速要求。

三、通风系统(见通风系统图)

地面新鲜风→副斜井→101皮带巷→10315煤柱工作面→102回风巷→总回风巷→回风立井→地面

四、瓦斯检查和瓦斯监测系统:

1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度,并认真填写瓦斯检查班报。

2、本工作面瓦检员每班至少检查2次,主要检查工作面进风巷、工作面回风流和上隅角等地点。

当工作面瓦斯浓度达0.8%时,必须停止电煤钻打眼,放炮地点20m内瓦斯浓度达0.8%时,严禁放炮。

3、当工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%或其回风流中瓦斯浓度达到0.8%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,报告矿调度室,查明原因,制订措施,进行处理。

4、加强瓦斯监测管理,工作面必须安设瓦斯报警断电仪,瓦斯探头安装及参数如下:

探头

编号

安装

位置

断电范围

报警点

断电点

复电点

T0

工作面上隅角

回采工作面全部非本质安全型电器设备及回风巷中

≥0.8%

≥1.2%

<0.8%

T1

315工作面;回风巷距工作面小于10m处

工作面及回风流中的所有机电设备的电源

≥0.8%

≥1.2%

<0.8%

T2

315工作面回风巷;距回风巷口10-15m处

工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备

≥0.8%

≥0.8%

<0.8%

5、瓦斯传感器应垂直悬挂,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷道侧壁不小于200mm。

6、瓦斯检查员每班至少一次对瓦斯探头进行核对,发现误差超过0.2%,必须立即汇报通风部,落实人员下井处理。

7、监测维护工定期对安全监控设备进行调试、校正,每周至少一次对瓦斯探头进行核对,每月至少一次对分站主机进行检修或调校。

监控设备发生故障必须及时进行处理。

8、中心站(主机):

安装在地面专用机房内,由值班员24小时值班监视屏幕显示的各种信息,发现瓦斯超限及时进行汇报并记录。

检测室值班员每班必须填写监控日报表,送矿总工程师和矿长审核签字。

每日必须认真填写瓦斯监测系统运行日志。

9、连接电缆使用专用阻燃电缆连接。

五、防尘系统

1、供水(见供水及防尘系统示意图)

回风巷防尘水源:

地面高位水池→主立井→北翼皮带巷→103轨道巷→102回风巷→10315煤柱工作面。

进风巷防尘水源:

地面高位水池→主立井→北翼皮带巷→101皮带巷巷→10315煤柱工作面。

2、进风巷及回风巷内各安设2组净化水幕。

所有皮带与刮板运输机的转载点均设喷雾。

3、施工队负责在10315运输巷的刮板运输机机头、皮带机头等各个转载、装载点安装好喷、洒水装置。

4、施工队负责在回采工作面进、回风巷安设风流净化水幕装置。

5、爆破后待炮烟散尽后必须对工作面进行一次洒水煤尘。

第三节压风供液

一、压风系统

101皮带巷、102回风巷距离回采工作面上、下出口退50m处各安装一组压风自救、供水施救装置。

二、供液系统

利用10313工作面泵站,一台使用,另一台备用,一台水箱,供采面的支护和推溜用。

泵站→10315采面采用直径25mm液压管供液,采面用Ф16mm液压管连接,每隔10m串连一个液压阀。

液压泵压力≥30Mpa,浮化液浓度3~5%。

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