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采煤作业规程x2801

纳雍县纳豫富华煤矿

采煤作业规程

 

工作面名称:

2801回采工作面

采煤队:

采一队

采煤队长:

编制人:

吴安华

编制时间:

2006年2月12日

一、概况……………………………………………………1

二、地质说明书……………………………………………2-4

三、采煤及支架说明书…………………………………5-10

四、爆破说明书……………………………………………11

五、循环作业图表及劳动组织和主要技术经济指标…12-13

六、生产、供电和通讯系统……………………………14-15

七、通风、瓦斯…………………………………………16-17

八、安全技术组织措施…………………………………18

 

一、概况(回采工作面开采前的准备)

2801采面位井田东翼中上部,回风巷标高+1655,运输巷标高+1630,方位角110°,采面走向长100m,斜长35m,采面面积3500m2,煤层平均厚度为1.6m。

采面下部为2803采面,已回采完毕。

工作面回采前先安装好机电设备和安全监测监控设备,然后靠煤帮支设好两排单体液压支柱,再开始推采。

 

二、地质说明书

采面名称

2801回采工作面

位置及采面界限

位井田东翼中上部,东距井田边界100米,西回采至28号通风上山,上部不在进行开采。

与邻近采面及地表关系

采面上部为矿界,下部为2803采面,距离地表50—70m,

建筑物已进行了赔偿。

工作面

特征

走向长

最大110m最小90m平均100m

开采

煤层

28#

倾斜长

最大40m最小30m平均35m

开采厚度

1.6m

预计储量

平面积

3500m2

斜面积

3612m2

容重

1.44

储量

8322T

可采量

7906T

回采率

95%

厚度

最大1.8最小1.4平均1.6

倾角

最大14°最小10°平均12°

煤层

结构

单一结构

煤的物理化学性

Ag:

14-17%Vγ:

7-9%

SQ<0.8%QDT:

6950大卡/千克

顶底板岩性及其稳定性

煤层上覆直接顶为2-4m灰黑色层状细砂岩,ƒ=5-7,较坚固,老顶为10-20m灰色中厚状细砂岩,ƒ=7-8,坚固,煤层底板为粉砂岩,ƒ=4-6,较坚固,无底鼓现象。

矿区处于中岭背斜北翼,属单斜构造,煤层倾角为10-14°,倾向355,°,区内未揭露褶曲和断层,有些地段内部顶板破碎。

矿区处于斜坡地带,开采范围内地表径流一般不发育,只有在下大雨时有地表径流现象,煤层属二系龙潭组下段,岩层节理不发育,具有隔水作用,故充水较小,矿井水文地质条件较简单。

瓦斯、煤尘及自然发火情况

矿井据04年鉴定为高瓦斯矿井,煤层无爆炸性,无自然发火倾向。

其它

需要

说明

的问题

工作面平面示意图

 

三、采煤及支架说明书

1、采煤方法及作业方式的选择

本采面采用单一走向长壁式采煤方法,一次采全高,全部垮落法管理顶板,回采顺序为区内后退式,即由采面边界往中间推采至通风上山保安煤柱线上。

2、装运

工作面爆破后,由人工将煤攉入溜槽,由溜槽直接装入运输巷道矿车内,人力推车至2801运输巷车场,由绞车提升至28号车场,人力推车经主平硐至地面工业广场。

3、顶板管理及支架说明

(1)顶板管理的依据:

采空区处理采用全部垮落法,用“三·四排”方法管理顶板,最大控顶距3.2m最小控顶柱2.2m,放顶步距为1米。

(2)支架形式及支护材料的选择和规格要求

采用单体液压支架配铰接顶梁支护。

(3)支护密度的计算:

顶板压力估算:

根据地质资料提供该煤层顶板岩石,按4—8倍顶板岩石的重量进行估算得:

P=(4-8)hγ=6×1.6×2.3=22.08

(注:

P、顶板压力h、采高γ岩石容重)

支护密度计算:

G=P/F=22.08/30=0.74

(注:

G、支护密度F、支柱的工作阻力)

柱、排距的计算:

根据推进度和顶梁的长度,为了便于行人、运料等工作的开展,将排距定为1m。

因此,按排距1m计算柱距:

①、按初次(正常)放顶时的最大控顶距计算:

每排的支柱数量=59

柱距a=0.6

②、按正常放顶时的最小控顶距计算:

每排的支柱数量=44

柱距a=0.8

(4)柱排距,临时支柱的间距,支架一端至煤壁的最大允许空顶距离和上下两道超前支护,增加支柱稳定性的方法,增设特殊支护等。

1、支护要有迎山角(1-3°),柱子要打牢,注压要均匀。

2、支柱排距1m,柱距0.8m,成矩形排列,偏差柱距不超过100m,排距不超过100m。

3、临对支柱间距0.9m。

4、支架一端至煤壁最大允许空顶距离1.3m。

5、采面回风巷及运输巷超前支柱前10米为双排,后10米为单排。

6、在放顶线一排柱子设戗柱加固。

(5)最大、最小控顶距及放顶步距:

工作面最大控顶距为3.2m,工作面最小控顶距为2.2m,放顶步距为1m,实行三·四排管理。

(6)各工种平行作业时的安全距离:

要求工人放炮时撤离工作面,待支柱工架设好再行工作。

回采作业滞后回柱作业点不小于15m。

(7)初次放顶、老顶初次来压和周期来压特殊支护的说明:

放顶前沿工作面放顶线始终设两排密集支柱,沿倾斜每隔5m留一个安全出口,出口间距不小于0.5m,不大于0.8米。

老顶初次来压和周期来压时为防止大面积顶板垮落冲倒支柱,在工作面上、下两端头及工作面中沿切顶线,每隔6-8m设置正方形木垛一个。

(8)备用支护材料的数量及存放地点

备用支护材料主要是单体液压支柱及坑木,液压支柱备用数量50棵,坑木20棵,存放在采区车场。

(9)两道的回撤及与工作面滞后距离的规定:

工作面施工时要保证人行道及溜煤道的安全,并保证与工作面滞后距离不能小于15m。

 

工作面初次放顶的支架示意图(平、剖面)

工作面初次放顶支架平面图

(示意图)

 

工作面初次放顶支架剖面图

(示意图)

 

工作面正常放顶的支架示意图(平、剖面)

正常放顶支架平面图

 

正常放顶时剖面图

 

四、爆破说明书

1、落煤方式

用煤电钻人工打眼,放炮落煤。

2、炮眼布置图

 

3、爆破材料消耗表

炮眼名称

炮眼情况

装药量

雷管

位置

角度

单孔节

循环公斤

数量个

距顶

距底

水平

垂直

顶眼

0.3m

1.3m

90°

10

1.2m

2

3

10

0″

0.6

中眼

底眼

1.2m

0.4

65°

5°-10°

10

1.2m

2

3

10

0″

0.6

合计

20

9

20

五、循环作业图表、劳动组织配备及经济技术指标表

1、循环作业组织形式

三班出现,边采边准,采煤与放顶在空间上保持有15m距离,实行综合工种平行作业,每小班推进一循环进尺,每日三循环。

 

3、劳动组织

班次

工种

工人出勤

出勤班次

合计

出勤时间

一班

二班

三班

班组长

1

1

1

3

打眼工

1

1

1

3

放炮工

1

1

1

3

出煤工

3

3

3

9

支柱工

2

2

2

6

回柱工

2

2

2

6

推车工

3

3

3

9

合计

13

13

13

39

4、主要经济技术指标

序号

指标名称

单位

数量

序号

指标名称

单位

数量

1

煤层编号

28#

10

可采时间

3

2

走向长

100

11

采面回采率

%

95%

3

倾斜长

35

12

正规循环率

%

——

4

倾角

12°

13

循环进度

1

5

煤厚

1.6

14

循环产量

77

6

采高

1.6

15

平均月进度

40

7

容重

t/m3

1.44

16

炸药耗量

公斤/t

0.2

8

煤层生产能力

t/m2

2.3

17

雷管耗量

发/t

0.5

9

可采储量

7906

18

坑木耗量

M3/t

——

 

六、生产、供电和通讯系统

1、主要生产系统流程

(1)运煤:

放炮落爆,人工推至溜槽,装入矿车,人力推车至运输巷车场,经绞车提升至28号车场,再经主平硐人力推车至地面。

(2)运料:

由地面人力推至28好车场,再经绞车提放至2801车场,人工从2801运输巷推至工作面。

(3)供风:

新鲜风流经主平硐至28号车场,再经28号运输上山至2801运输巷,再进入2801工作面,泛风经工作面至2801回风巷至总回风上山,经主扇抽出地面。

(4)供电:

地面变电所电源经主平硐送至井下配电点,经采区开关送至采面综保,综保将127V电源送电给煤电站。

(5)通讯:

2801运输巷设有与地面联系电话。

 

2、主要设备配备表

设备名称

规格型号

数量

使用

备用

合计

电煤站

ME—18

1

2

综保

BBZ1—4—II

1

1

开关

QC83—80

1

1

2

刮板输送机

1

回柱绞车

液压泵

1

1

2

 

七、通风、瓦斯、防尘和防灭火

1、风量计算及选择

(1)按工作面同时工作的最多人数计算:

Q=4N=4×20=80m3/min

Q:

工作面风量。

4:

每人每分钟所需要的空气。

N:

工作面同时工作的最多人数(含安全检查人数)。

(2)按瓦斯涌出量计算:

Q=100Kq=100×1.2×2.28=273m3/min

100:

每分钟稀释1M3的瓦斯所需要的空气。

q:

相对瓦斯涌出量。

(3)按一次起爆的炸药量计算:

Q=25A=25×9=225m3/min

25:

爆破1kg炸药需要25M3的风量稀释。

A:

工作面放炮,一次起爆最大长度时的炸药量。

(4)经计算,预取风量为:

300m3/分

(5)风速验算:

V1=Q/60m2H=300/60×3.2×1.4≈1.12m/s

V2=Q/60m1H=300/60×2.2×1.4≈1.62m/s

V1:

最小风速。

V2:

最大风速。

Q:

预取风量。

H:

采高。

S1:

最小控顶距。

S2:

最大控顶距。

60:

将分钟换算成秒钟。

经验算满足要求,故确定:

该工作面的供风量为300m3/分。

2、瓦斯电闭锁装置及瓦斯探头安装和使用:

在工作面回风巷各安装两个探头,对煤电钻实行瓦斯电闭锁。

3、综合防尘措施:

(三通、喷头设置的地点及距离):

1在2801回风巷安设两道喷雾装置。

②做好个人的综合保护。

③工作面装煤点位置安设一个喷雾装置。

4、防止电器火花、摩擦火花、明火及自然发火的措施:

1、井下电器设备都需进行“三大保护”装置的安设。

2、井下不准带电检修,搬迁电气设备,电缆和电线。

3、严格按规定的要求操作电器设备。

4、非防煤电器设备不准在井下使用。

5、瓦斯电闭锁装置要保证正常使用。

6、每小班由安全员、电钳工对电器设备,电缆进行防爆检查。

7、加强电器设备检查和维护,严禁带病运行。

8、加强采空区的管理,防止采空区漏风。

 

八、安全技术组织措施(包括:

交接班制度,敲帮问顶,破、装、运、支、控等五大工艺,电器管理,通风瓦斯管理,初采、初次放顶过断层、老巷、避灾线路等)

(一)避灾路线:

1、遇火灾、瓦斯灾害的避灾路线:

2801工作面→2801运输巷→运输上山→28号车场→主平硐→地面

2、遇水灾时的避灾路线:

工作面→回风巷→总回→地面

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