3161S3采煤作业规程.docx

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3161S3采煤作业规程

黑金时代股份有限公司红卫矿业公司

里王庙煤矿3161S-3工作面

 

 

编报单位:

里王庙煤矿

编报时间:

2014年10月20日

会审人签字

部门

姓名

日期

部门

姓名

日期

编制人

矿总工

地质

安监

测量

生产矿长

通风

安全矿长

机电

瓦斯矿长

防突

矿长

 

目录

第一章工作面概况………………………………………………………5

一、工作面位置

二、邻区及地表关系

三、地质概况

四、储量情况

第二章工作面巷道布置…………………………………………………..5

一、工作面平面图(附后)

二、文字说明

第三章采煤方法及回采工艺……………………………………………..6

一、采煤方法

二、回采工艺

三、运输

第四章爆破……………………………………………………..10

一、爆破说明书

二、放炮管理

第五章生产系统…………………………………………………………12

一、通风、防尘

二、监控

三、供水、排水

四、供电

五、通讯

六、压风系统

第六章劳动组织及循环作业图表……………………………………….17

一、劳动力配备表

二、循环作业图

三、设备工具配备表

第七章主要技术经济指标表…………………………………………….18

第八章安全技术措施…………………………………………………….19

一、顶板管理

二、通风、瓦斯管理

三、坑代管理

四、避灾路线

五、提升安全技术措施

六、回棚安全技术措施

第九章隐患排查整改及闭环管理措施…………………………………..22

第十章煤质及文明生产管理……………………………………………..25

附图;

1、工作面巷道布置图

2、工作面通风、瓦斯监测系统图

 

第一章工作面概况

一、工作面位置

3161S-3工作面位于316二回风上山以南-125m~-155m区段之间,下起-146.7m标高溜子道,上至-124.0m标高回风巷,南至316采区边界,北至切眼上山(316-155m南石门)。

二、邻区及地表关系

该工作面上部为2167采空区,下部为3163采空区,北部为3161N采空区,南部为3362

(1)工作面未布置。

该工作面地表是山地、茶林,山谷处有少许农田,最大标高+180米,最小标高+150米,与地表最小垂深274米。

三、地质概况

煤层结构及硬度

结构简单、硬度F=0.15

煤层突出危险性

突出煤层

煤层厚度

2米

煤层倾角

29°

顶板岩性

再生顶板

地质构造

单斜构造

底板岩性

直接底:

砂质页岩

老底:

砂岩

煤层赋存情况

煤层厚度变化小煤层赋存稳定

水文情况

水文地质简单

其它

四、储量情况

该工作面平均走向长46米,平均倾斜长44米,本层煤层煤厚2.0米,本层采高2.0米,可采储量:

46×44×2×1.4×95%=0.53万吨。

第二章工作面巷道布置

一、工作面巷道布置平、剖面图(见附图)

二、文字说明

1、溜子道从336

(1)煤巷上山测4点,退后8m按方位350度开门,沿3163S再生顶板掘进99.5m,到位后转方位278度掘切眼上山46m。

2、回风巷从336

(1)煤巷上山测5点,按方位80度,坡度28度开门,掘进7m,转方位06度,坡度5‰,沿3161S-2再生顶板掘29.7m与切眼上山贯通形成该回采工作面。

第三章采煤方法及回采工艺

一、采煤方法:

采用走向长壁、倾斜分层、后退式采煤方法,全部陷落法管理顶板。

二、回采工艺:

炮破落煤,单体配兀梁走向支护,迈前一步随采随放管理顶板。

(手拉葫芦回柱放顶)

1、落煤方法:

爆破落煤

2、支护说明书(采面支护示意图附后)

①选择支护密度

1、计算工作面所需支护密度

n=P/ηR(根/m2)

=4×2.0×23/(0.75×300)

=0.82(根/m2)

n:

支护密度

P:

工作面所需的支护强度

P=(4~8)M×r

软岩因为易垮,取小数;硬岩难垮,取大数;

M:

采高(m)

r:

直接顶岩石的容重(KN/m3)

砂页岩:

为23KN/m3砂岩:

25KN/m3

η:

支护阻力利用系数:

急增阻柱:

50%;微增阻柱:

60%;

单体支柱:

75~85%木支柱:

50%;

R:

支柱额定工作阻力:

急增阻柱:

400KN;微增阻柱:

350KN;

单体支柱:

300KN;木支柱:

200KN;

2、工作面实际支护密度:

n=5÷(1.6×0.7)=4.5(根/m2)

仅从支柱强度计算,实际支护密度为计算密度的5.5倍,为安全起见仍选择实际支护密度n=4.5(根/m2)。

②支护方式、材料:

工作面采用单体液压支柱配兀梁“二梁五柱”垂直工作面组式支护方式,即二根兀梁和五根单体组成一组,其中靠下出口的兀梁称为主梁,主梁一梁三柱,靠上出口的兀梁称为副梁,副梁一梁二柱,支护作业主、副兀梁成组平行架设在一起。

操作时,必须是主梁先行,副梁随后,排距0.8米,柱距0.7米,用竹帘、杂木棍背顶,老塘采用2米长的竹帘用铁丝扎牢在支柱上作挡矸帘,新塘煤壁用竹帘杂木棍关邦。

③支架型号;

工作面单体:

根据地质及技术条件选用DZF22型单体液压支柱。

兀梁规格:

长×宽×高=1.8m×0.1m×0.1m

④支护操作方法;

操作顺序为主梁先行,副梁随后。

作业人员先用手镐攉煤向新塘进帮,每循环进度为0.8m,然后将主梁三个单体卸压下降100~200mm,将主梁伸入新塘空间0.8m,再用竹帘、杂木棍背好顶部,杂木棍要从下一组主梁拱到上一组副梁位置并超出50mm以上,以防止移主梁时漏顶,然后支起主梁的中梁和尾顶,接下来将主梁的贴帮柱支好,并关好帮。

最后挂好挡矸帘,卸压并回收副梁靠老塘的单体,再向新塘平移副梁0.8m并紧靠主梁,再将副兀梁的中顶和尾顶支起,副梁靠新塘不设单体。

⑤支护操作注意事项;

1、严格执行敲帮问顶制度,对松动脱落的矸石及煤应及时敲落。

2、如顶板破碎,则必须从上往下采,并用扒壁掏梁窝的办法,先将顶扳支护好,再扒煤,严禁一次将煤扒空后再支护。

3、兀梁与顶板接触要严实,如遇顶板起伏变化或空漏顶,则必须用木子接好顶。

4、严禁使用失效漏液单体,严禁金木混合使用支护顶板,工作面发现失效漏液的单体,应作好明显标志,及时安排人员拖出工作面运至地面修理。

5、放炮后,进班前必须由班组长、瓦斯检查员、安监员先进入工作面检查顶板、支护、瓦斯等安全情况,只有确认安全后,方可进入工作面作业。

⑥支护质量要求;

1、工作面采用挂线采煤,单体要打成直线,其偏差不超过±100mm,排距、柱距不超过设计值的±100mm。

2、单体要迎山有力,迎山角3~5度。

3、棚顶要背严实,杂木棍每两根一组,每组兀梁背4~5组,杂木棍要过河,超过上部副梁的位置,撑筒牢固有力。

4、支柱不得打在浮煤矸上,柱窝深度不小于150mm,见底板处必须打成麻面。

5、煤壁必须用竹帘和杂木棍关严,严禁空帮空顶,如出现空顶,则必须码临时兀梁,并用木子接好顶。

6、支柱必须升紧升牢,初撑力不得少于90KN。

7、工作面支护必须实行“二梁五柱”支护,“二梁五柱”必须成组平行架设,主梁和副梁间距保持在30mm-50mm,梁端与煤壁保持一致。

8、在回撤降柱时,要求三用伐注液口5m内无其他人员作业。

9、若是死柱时,采用挑顶、卧底的办法将支柱回出,严禁硬拉或炮崩。

10、回柱过程中出现顶板来压,瓦斯超限时,应立即停止回柱,如有冒顶的预兆,工作人员必须迅速撤离工作面到安全地带,待压力稳定后方可进入工作面,此时必须先加固工作地点支架,否则不得继续回柱。

三、运输

1、运输设备:

工作面采用搪瓷溜槽自溜,溜子道采用17型电溜子运煤至336一轨煤巷上山,经搪瓷溜槽自溜至3366-1回风巷,电溜子运至336一轨-186m石门斗口装入矿车,人力推运至336一轨-186m石门、车场,经336一轨道上山1.0m绞车提升至336一轨-125m车场,电机车拉运至主井底。

2、运输路线:

煤炭:

工作面3161S-3溜子道336

(1)煤巷上山3366

(1)回风巷336一轨-186m石门336一轨-186石门、车场336一轨道上山336一轨道-125m车场-125m南大巷主井底。

工作面所需材料:

主井底-125m南大巷316-125m南石门3161S-3回风巷工作面。

第四章爆破

一、爆破说明书

1、煤眼布置示意图:

2、爆破参数表:

眼深

封泥长度

毎眼药量

与煤壁夹角

与顶板夹角

联系方式

1.0m

0.5m

0.2kg

60°

-10°

大串联

3、爆破材料:

爆破采用3#煤矿安全炸药,1~5段毫秒延期电雷管或瞬发电雷管,MFB-100启爆器一次性启爆。

二、放炮管理

1、工作面采用放班中炮管理,启炮地点设在336一轨-186m石门。

2、放炮时必须清点人数,确定所有作业人员全部撤出工作面。

3、放炮时撤出工作面所有作业人员,并在336一轨-186m石门和316-125m南石门设置好岗哨。

4、雷管、炸药必须分箱分人领取,放炮员与协管员同时担当放炮任务。

5、放炮工作必须由持合格证的专职放炮员担任,放炮钥匙必须由放炮员随身携带,严格执行“一炮三检”放炮管理制度。

6、如工作面顶板破碎而未及时支护、工作面工程质量低劣,煤壁片邦严重,瓦斯涌出量异常或瓦斯超限,有突出预兆,穿水预兆时严禁打眼放炮。

7、严禁用雷管脚线代替放炮母线,不允许放炮母线有明接头或裸线,严禁用放炮器在井下作放炮母线导通试验,严禁放炮母线与动力电缆挂在一起,每次放炮以后要把放炮母线扭结在一起。

8、所有炮眼装药后外面都要用炮泥填满,且封泥长度不少于0.5m,严禁放糊炮。

9、工作面如出现瞎炮或残爆,必须按《煤矿安全规程》342条进行处理。

①由于连线不良造成的瞎炮,可以重新连线起爆。

②在距瞎炮眼0.3米外另打与瞎炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。

③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管,无论有无残余炸药,严禁将炮眼残底继续加深,严禁用打眼的方法往外掏药。

④处理瞎炮的炮眼爆炸后,放炮员必须详细检查炸落的煤,将残留的电雷管收集,交炸药库处理。

⑤在瞎炮处理完毕之前,严禁在该地点进行与瞎炮处理无关的工作。

10、所有炮眼必须采用正向装药,严禁反向装药。

11、雷管、炸药必须进行检查,严禁将变质的雷管炸药带入井下,毫秒雷管只能使用前五段。

12、炮眼布置时,应避免眼底对着支柱,以防止放炮崩倒支柱。

第五章生产系统

一、通风、防尘

1、风量计算:

⑴、按工作面沼气绝对涌出量计算

Q=100q×k=100×1.0×2.0=200m3/min

⑵、按采面温度计算

Q=60×V×S=60×1.5×1.6×2=288m3/min

⑶、按炸药消耗量计算

Q=25A=25×5=125m3/min

⑷、按工作面最多人数计算

Q=4N=4×25=100m3/min

⑸、按风速验算:

按最低风速验算:

Q=15S=15×3.6=54m3/min。

按最高风速验算:

Q=240S=240×3.6=864m3/min。

54m3/min<288m3/min<864m3/min

即;Q=288m3/min附合要求.

2、通风设施及路线(见通风系统图);

新风进风路线:

-250m南大巷336一轨道上山336一轨-186m车场、石门3366-1

(1)回风巷336一轨煤巷上山3161S-3溜子道工作面。

泛风回风路线:

工作面3161S-3回风巷316-125m南石门216三回风上山±0南底板巷南二风井。

3、防尘:

⑴各电溜子机头安装防尘喷雾装置,电溜子司机视具体情况手动控制,装载点安装喷雾装置。

⑵工作面防尘水管由风巷接至采面上出口,工作面配置软皮胶管,坚持做到每班派专人进行防尘洒水,有底煤处放顶后向老塘注水。

⑶、工作面的工作人员坚持配戴口罩。

⑷、如工作面煤尘较大还必须在回风巷设置防尘水幕。

二、瓦斯监控

1、336一轨-186m车场~316-125m南石门各设置一台安全监测系统KJ101分站。

2、进风巷、工作面和回风巷各安装瓦斯传感器一个,工作面瓦斯传感器T2安装在回风巷距工作面上出口煤壁5-10米处,预警浓度≥0.9%,断电浓度为≥1.5%,复电浓度<1%,断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

回风巷瓦斯传感器T3安装在距回风通道10-15米处的316-125m南石门中,预警浓度≥0.9%,断电浓度为1%,复电浓度<1%,断电范围为回风巷内所有非本质安全型电气设备,另一台瓦斯传感器T1安装在溜子道距进口5-10m处,预警浓度≥0.4%,断电浓度为≥0.5%,复电浓度<0.5%,断电范围为进风巷内所有非本质安全型电气设备。

三、供水、排水

1、防尘供水路线:

-125m南大巷供水管路316-125m南石门用1寸软管接至工作面。

-125m南大巷供水管路336一轨道上山336一轨-186m车场、石门3366-1

(1)回风巷336一轨煤巷上山3161S-3溜子道各机头转载点。

2、液压支柱乳化液由地面泵站经高压胶管供给。

(详细线路:

地面副井副井底-125m南大巷316-125m南石门3161S-3回风巷工作面)

3、排水路线:

工作面3161S-3溜子道336

(1)煤巷上山3366-1

(1)回风巷336一轨-186m石门336一轨道上山-250m南大巷水沟。

四、供电

1、文字说明:

工作面供电由316采区变电所供给。

2、供电系统图:

 

3161S-3采面供电系统图

3161S-3采面供电系统电流整定计算:

1、动力供电

短路点

电缆截面积及长度

换算长度

两相短路电流(A)

截面(mm2)

长度(m)

KH

LH(m)

d1

25

360

1.91

879

773

上述两相短路电流,可由《矿井低压供电的三大保护细则》表12直接查出。

3161s-3溜子道动力电源开关(KBZ9-400):

线路上有4台17KW电溜子和1台1.2KW的电煤钻综保。

①、整定值:

=

取300A

②、灵敏度校验:

=773/200=3.865≥1.5合格

2、三专供电

短路点

电缆截面积及长度

换算长度

两相短路电流(A)

截面(mm2)

长度(m)

KH

LH(m)

d2

25

360

1.91

879

773

上述两相短路电流,可由《矿井低压供电的三大保护细则》表12直接查出。

316-125m水平三专电源开关(KBZ9-400)无负荷。

五、通讯:

316-125m石门和336一轨-186m车场各安装一台电话机直通调度站。

六、压风:

地面压风系统-125m南大巷压风管路336一轨道上山压风管路336一轨-186m石门压风管路3161S-3溜子道移动式压风自救站。

地面压风系统-125m南大巷压风管路316-125m南石门压风管路3161S-3回风巷移动式压风自救站。

 

第六章劳动组织和循环作业图表

一、劳动力配备表

序号

工种

一班

二班

三班

合计

备注

1

队、组长

2

2

2

6

2

采煤、放顶

5

5

5

15

3

拖料、扒煤

1

1

1

3

4

开溜子

4

4

4

12

5

注水、防尘

1

1

1

3

6

运煤

4

4

4

12

7

放炮

2

2

2

6

合计

19

19

19

57

二、循环作业图

三、设备工具配备表

序号

设备名称

单位

数量

安装地点

备注

1

电煤钻

2

工作面

2

手拉葫芦

2

工作面

3

电溜子

4

溜子道

4

兀梁

146

工作面

备用5%

5

单体液压支柱

365

工作面

备用5%

6

高压软管

260

溜子道、回风巷

7

电话机

2

-125m车场和-186m车场

第七章主要技术经济指标表

序号

项目

单位

数量

备注

1

工作面走向长

m

46

平均

2

工作面斜长

m

44

平均

3

采高

m

2.0

4

煤容重

t/m3

1.4

5

循环产量

t

93.6

6

平均日产量

t

93.6

7

正规循环率

%

90%

8

月循环个数

27

9

月产量

t/月

2808

10

月推进度

m

24

11

坑木消耗

m3/万吨

12

12

单体消耗

根/万吨

0

13

兀梁消耗

根/万吨

0

14

炸药消耗

kg/万吨

1342

15

雷管消耗

发/万吨

6719

16

出勤

%

90

17

回采工效

t/工

1.64

第八章安全技术措施

一、顶板管理

1、工作面沿走向开采顺序是:

从北往南回采,沿倾向必须一排一排采通,不允许留临时杠子交班,严禁超排开采和乱采乱挖。

2、工作面支护必须严格按支护说明书进行施工,搞好工程质量,做到随采随支,背顶背邦要严密,不许空顶空邦。

3、搞好交班工作,进班前、值班队干(或组长)应把上班所存在的安全隐患及时向工人交班清楚,并提出解决的办法,进班后值班队干(或组长)应事先对工作面的安全情况进一步检查和落实,否则,严禁任何人作业。

4、抓好工程质量,坚持挂线采煤,采面支柱成排成行、溜槽、煤壁成一直线,确保工作面工程质量达合格品以上。

5、坚持敲邦问顶制度,顶板破碎时,必须先扒尖,搞好临时支护后方可开采,严禁空顶作业。

6、如遇地质变化区,需采用不同的支护材料时,必须分段使用,不得混合使用,失修失效漏液的支柱严禁使用。

7、必须坚持“先修理后开采,先修理后放顶”的原则,工作面应经常派人维修,保证上下安全出口净断面不小于1.6m×1.6m,上、下引巷高度在1.8m以上,并在溜子道、风巷距工作面上、下出口20m的范围内,必须用单体、边木抬栌作加强支护,上、下出口要采用“三对六梁”成“#”字形加强支护。

8、工作面严格按“二梁五柱”支护工艺施工,必须随采、随支、随放。

严禁超排采煤。

9、放顶前必须先挂好档矸帘,挡矸帘从底到顶挂严实,防止窜矸。

10、放顶到一定距离时,顶板还未冒落,这时放顶工作应停止,等顶板冒落后才能继续放顶工作。

11、泵站压力不得少于8兆帕,液压管路,注液枪都不得有漏液现象,以免降低初撑力。

12、乳化液浓度按2∽3%的比例加乳化油,严禁开清水泵。

13、工作面应随时备有备用材料。

14、开展工程质量班评估、班验收工作,由瓦检员对本班工程质量进行实测实量,并做好记录。

二、通风、瓦斯管理

1、通风技术员要经常对工作面的风量进行测定,检查通风设施是否完好,以确保该工作面的风量满足生产需要。

2、监测维修工应经常对瓦斯监测分站进行检查和维护,以确保其正常使用。

3、防突人员应该按有关规定到工作面进行瓦斯预测预报工作,有突出危险时,必须停止工作面回采,采取必要的防突措施。

4、工作面配备一名专职瓦斯检查员,瓦检员应经常检查瓦斯,发现瓦斯超限,应停止工作面作业,并向调度站汇报,听候处理,瓦斯检查要做到三对口。

5、采煤工作面风流中瓦斯浓度达到或超过1.5%时,回风流中瓦斯浓度达到或超过1%时,必须停止工作,撤出人员,进行处理。

工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,必须停止用电煤钻打眼,放炮地点20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁放炮。

电动机或开关附近20米内风流中瓦斯浓度达到0.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。

三、坑代管理

1、工作面要加强背顶,防止顶板矸石冒落。

2、单体液压支柱入井前必须进行压力试验并要编号,使用时间超过8个月的支柱必须升井进行检修。

3、工作面的单体支柱、兀梁、U型钢支架等必须由矿专职坑代管理员进行管理,坑代员要经常到工作面清点坑代品使用情况,对于丢失的坑代品要按有关规定给予处罚。

四、避灾路线

1、工作面有突出预兆时,全部作业人员都必须撤出避灾,确定撤出路线的原则是人员必须迎着进风流方向沿最短的路线撤退至地面,具体撤退路线:

工作面3161S-3溜子道336

(1)煤巷上山3366

(1)回风巷336

(1)-186m石门、车场336一轨道上山(往下)-250m南大巷(往南)暗副井副井地面。

2、工作面有透水预兆时,撤人路线的原则是人员必须尽快向上撤出至地面,具体撤人路线为:

工作面3161S-3回风巷316-125m南石门、车场-125m南大巷(往南)副井底副井地面。

五、提升及运输安全技术措施

1、轨道上山绞车提升,司机必须经过培训合格,持证上岗。

2、钢丝绳超速档必须有专人定期检查。

3、人力推车必须一人一车,带好刹车棍,严禁放飞车。

4、多人推车,每辆矿车间距≥30米。

采用电机车运输时,司机必须持证上岗。

5、坚持“开车不行人、行人不开车”的原则。

行人到位后灭红灯,开车时严禁拉红灯。

6、上山浮煤、杂物要及时清理,保持清洁,保证运输线路畅通。

六、回棚安全技术措施

1、回收U型棚时需用木子套棚导出,不得悬顶。

2、回收U型棚时按从里到外、先棚腿后棚梁的顺序进行。

3、回棚时先用单体或圆木支撑棚梁,再拆棚腿,最后用正式支护控制好顶板,再拆除棚梁。

4、回棚作业必须有两人以上的人员作业,严禁单独作业。

作业人员站在外侧支护完好的安全地点。

5、回收时瓦检员必须守在工作面,经常检查工作地点的瓦斯涌出情况,瓦斯超限时立即停止作业,撤出人员,汇报调度站等待处理。

6、支架回收后所架的木棚子棚、帮要背严实,浮煤、杂物清理干净。

第九章隐患排查整改闭环管理措施

一、开工前安全准许确认管理

1、值班队长在组织召开班前会时,通过排查当班上岗人员的神态、情绪、身体状况等方面的直观表现,确认工人无酗酒、无疲劳、无疾病、无情绪低落、无浮燥不安等其它异常情况。

2、开工前,在驻矿安监员到达本工作面作业地点之前,先由值班队长组织当班班组长对作业地点进行安全准许确认,确认后在“现场安全准许作业确认牌”上签名、向矿调度室汇报后,由值班队长、安监员、班组长(以下称“三位一体”人员)在现场,对工作面生产系统和作业现场进行安全评估,确认作业范围是否符合安全生产条件。

作业现场只有在“三位一体”人员共同确认准许作业、布置安全注意事项后,并经矿调度室登记确认后,方可下达开工生产指令。

否则,严禁任何人擅自强行组织生产。

若驻矿安监员到达之后,如发现存在较大安全隐患,不具备安全生产条件,安监员有权责令停止作业,进行整改。

二、班中安全复查准许作业管理

在每道工序开工前,作业人员应对自己的作业现场进行全面的安全检查,发现问题应在值班队干的带领下立即处理,只有在消除安全隐患后,才能进行作业。

值班队干(或班组长

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