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1195采煤工作面作业规程

编号:

2009006

 

黔西县金坡煤矿

 

采煤工作面作业规程

 

工作面名称:

1197工作面

编制人:

周岩

施工单位:

采煤队

区队长:

袁高云

总工程师:

周岩

编制日期:

2009年9月18日

执行日期:

2009年9月26日

 

目录

第一章概况………………………………………………3

第一节工作面位置及井上下关系……………………………3

第二节煤层情况………………………………………………3

第三节煤层顶底板……………………………………………3

第四节地质构造………………………………………………5

第五节水文地质………………………………………………5

第二章采煤方法…………………………………………6

第一节巷道布置………………………………………………6

第二节采煤工艺………………………………………………8

第三节主要设备配置…………………………………………12

第三章顶板管理…………………………………………13

第一节支护设计………………………………………………13

第二节工作面顶板管理………………………………………18

第三节顺槽及端头顶板管理…………………………………21

第四节工作面及两巷所使用及备用的主要支护材料………23

第五节矿压观测………………………………………………25

第四章生产系统…………………………………………25

第一节运输系统………………………………………………27

第二节通风系统………………………………………………29

第三节防尘系统………………………………………………31

第四节防、灭火系统…………………………………………32

 

第五节供电系统………………………………………………31

第六节排水系统………………………………………………34

第七节液压系统………………………………………………34

第八节安全监测监控系统……………………………………34

第九节通讯系统………………………………………………36

第五章劳动组织和主要经济技术指标……………36

第一节劳动组织………………………………………………36

第二节主要经济技术指标……………………………………40

第三节煤质……………………………………………………41

第六章灾害预防及避灾路线…………………………42

第一节灾害预防………………………………………………42

第二节避灾路线………………………………………………44

第三节避灾设施………………………………………………44

第七章安全技术措施……………………………………46

第一节一般措施………………………………………………46

第二节通风管理………………………………………………47

第三节防尘管理………………………………………………47

第四节顶板管理………………………………………………47

第五节爆破管理………………………………………………51

第六节防治水管理……………………………………………57

第七节机电管理………………………………………………58

第八节工作面老巷上山的处理及通过的技术措施…………64

第九节人员入井及井下行走安全……………………………64

第一十节其它……………………………………………………65

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

1197采煤工作面为本矿井一水平一采区东翼9层煤第四区段正规回采工作面,煤层顶板标高为1385—1416m,北为1195采面采空区,南为本矿井深部未采动区,东为矿井边界保护煤柱内的冲刷带,西为本矿井皮带下山保护煤柱。

地面标高为1620—1670m,工作面上复岩柱211—250m,为山体农田,开采放顶后,对地面可能会造成轻度影响。

工作面走向长400m,倾斜宽100—110m,煤层倾角为17o,面积为44000平方米。

第二节煤层情况

本工作面设计开采煤层为二叠系龙潭组第9号煤层,通过回风顺槽,运输顺槽,上山及工作面切眼揭露,工作面内煤层厚度为1.6—0.2米。

切眼即为沿冲刷带边沿布置,厚度变化较大,煤层结构较简单,煤种为无烟煤,普氏硬度系数(f)为2—3级,结理发育,与顶底板的接触关系均为整合接触关系。

第三节煤层顶底板

一、煤层顶板为泥质细砂岩及砂泥岩互层,为层状,块状结构,厚度为3—5m,较稳定,普氏硬度系数(f)4—5级。

二、煤层底板为炭质泥岩,层状及块状结构,厚度为1.0—1.6m,较稳定,普氏硬底系数为3—4级,遇水膨涨不明显。

三、工作面地层综合柱状图(见附图1)

 

第四节地质构造

一、断层情况以及对回采的影响。

本次开采的工作面内无断层、褶曲。

二、在运输顺槽及回风顺槽内,有局部同生冲刷现象,并造成煤层变薄,在开采时要及时更换适合煤厚的单体液压支柱及重开切眼。

三、裂隙发育情况,及对回采的影响。

通过上、下顺槽、及工作面切眼揭露,煤层顶板裂隙,大多为走向、近走向方向,为方解石充填,基本不含水、对开采不会产生较大的影响。

第五节水文地质

一、含水(顶部和底部)分析

9号煤顶部30m内无含水层、导水层,在10—20m之间有炭质泥岩层并能起到一定的隔水作用,上部无老窑、无积水,底部10m内无含水层、导水层。

二、工作面内上方岩层及地面无岩溶洞及暗河。

三、工作面涌水量预计及水源分析。

工作面开采放顶后对上部岩层会造成冒落破碎、裂隙弯曲,可能会有一小部分大气降水,通过裂隙渗透到工作面老塘的后方,预计水量为3—5m3/h,对开采不会造成影响。

四、对水害的处理及预防

1、回风巷以上为矿井的轨道运输巷,以上水的隔离防水安全煤柱,对矿井浅部的渗水可从副井轨道运巷自流到副井外。

2、在工作面生产过程中,应注意观察顶板及老塘水量变化情况,发现有水量变化大及其它异常应加强顶板管理。

发现有突水预兆时,要迅速把人员全部撤出工作面。

3、正常的涌水可通过1197工作面运输顺槽,自行流入到第六平水仓内排出。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、巷道布置概况

采区设计为双翼开采,在井田的中部沿煤层倾向,布置皮带下山、轨道下山及回风下山,并形成通风、运输系统,从下山往井田两侧布置走向长壁工作面,本规程开采的工作面为矿井东翼由上往下的第四个采煤工作面。

二、工作面上、下顺槽

工作面上顺槽采用木支护及沿空保巷巷道,巷道高度1.8m,宽度1.8m,棚距0.8m/架,作为工作面回风巷道。

工作面下顺槽采用钢棚支护,巷道高度1.8m,宽度2.0m,棚距0.8m/架,作为工作面进风、运煤和材料及行人巷道。

三、采面切眼

工作面切眼位于矿井的东北部,沿煤层顶板、底板布置,初掘时为梯形断面木支护、巷道上宽2.2m,下宽为2.6m,巷道高度1.6—1.4m(沿煤层顶底板)。

四、附采煤工作面平面布置图(见附图2)

 

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

放炮落煤、人工装煤、刮板机、皮带机运输,单体液压支柱配合金属铰接顶梁,正悬臂支护顶板,人工回柱,采空区自然垮落。

二、工作面为单层开采,上沿顶板、下沿底板根据煤层的厚度,采高1.6m—0.8m采全厚。

三、工作面反采及带采。

工作面两巷及切眼均不带采。

四、落煤方法

工作面使用煤矿许用3号乳化炸药及瞬发电雷管爆破落煤。

1、爆破方式采用一次打眼间隔分组装药分组起爆。

炮眼布置按三花眼与对眼结合布置,每4—6炮为一组(见工作面炮眼布置图)。

2、打眼、爆破要求

1)严格按照炮眼布置图和爆破说明书中的技术要求进行打眼、装药、起爆,炮眼位置尽量布置在支柱之间。

2)顶眼眼底距顶板不得小于0.3m,片邦严重时只打底眼,对凹凸不平直的煤壁要根据具体情况减小或加大眼深,减少或加大装药量,保证爆破后煤壁平直。

3)打眼与装药严禁平行作业,严禁在旧眼、残眼中打眼,严禁在煤岩裂隙中打眼装药,严禁在工作面伞檐、片邦、活矸不处理,空顶不支护的情况下打眼装药。

4)严格按正向装药,坚持使用水泡泥,封泥长度要符合安全规程要求。

3、工作面炮眼布置示意图(图3)

 

说明:

1、标号1为炸药

2、标号2为雷管,聚能穴指向眼底

3、标号3为粘土炮泥,封泥长度不小于0.5m。

4、标号4为水炮泥

5、标号5为雷管脚线,做炮时必须扭接

6、当工作面压力大煤质软时:

取C=1.40m、D=1.20m

7、当工作面压力小煤质硬时:

取C=1.20m、D=1.00m

8、眼深L取1.3m

4、工作面装药爆破说明表

表1

(个)

眼深(m)

角度(度)

每眼装药量(卷)

合计装药量(卷)

总装

药量

(kg)

每眼水炮泥(个)

每眼封泥长度(m)

线

装药

结构

爆破

方法

垂直

仰角

俯角

零度

顶眼

75

1.3

75

10

2

150

30.0

1

≥0.5

瞬发

串联

正向

分组

起爆

底眼

85

1.3

75

10

3

255

51.0

1

合计

160

405

48.2

爆破材料消耗情况

炸药:

81.0Kg

雷管160发

水炮泥160个

5、工作面打眼装药爆破顺序:

1)严格按炮眼布置图及说明进行定炮打眼、装药、起爆,其顺序为:

先由机尾向机头方向进行每组起爆,最多不超过10炮。

2)必须采取串联连线,不得使用并联和串并联,爆破前还应先用导通表或爆破电桥以及欧姆表检查网络,若有异常,不得起爆,并查清原因,妥善处理后起爆。

3)装药起爆前必须检查工作面瓦斯,严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”当工作面瓦斯含量超过1%时严禁打眼、装药、放炮。

4)装药起爆前必须检查工作面的风量,如工作风量过小或停电,不能启动主扇时严禁放炮。

5)装药时在一个炮眼内只能装一个雷管。

6)在放炮过程中,若有瞎炮造成爆破网络通电后不响时,可一眼一放,查出瞎炮后按《安全规程》的有关规定处理。

7)放炮母线采用铜芯绝缘母线,严禁使用祼线和铝芯线作放炮母线,严禁使用多芯或多根导体作放炮母线,严禁使用金属管、水或大地作回路,只准采用绝缘母线单回路放炮,严禁使用破皮、折损的母线放炮。

8)电雷管脚线和联接线,脚线和脚线之间的接头都必须悬空,不得同任何导电体相接触。

放炮线必须悬挂,不得与刮板机等导体相接触。

9)严禁在井下使用发爆器检查母线是否导通。

10)加强放炮前后的工作面维护,工作面在没有维护好的情况下,严重变形支柱没有整改、落液失效支柱没有更换,不得联线放炮。

11)片邦掉下的炸药、雷管或处理瞎炮崩落的雷管,炸药都必须及时拣出,并交回炸药库。

五、工作面生产能力计算

1、循环进度产量计算

工作面倾斜长100m,循环进度1.2m,采高1.4m,煤溶重1.4t/m3,工作回收率98%。

110×1.2×1.4×1.4×0.98=254t/循环(刀)。

2、日产量计算

每天按2个循环

2×254=508t/天

3、月产量计算

月平均生产天数按26天

26×508=13208t/月

第三节主要设备配置

设备主要材料配置表表2

设备名称

型号

功率

能力

数量

放置地点

刮板机

SGB420/40

40KW

120t/n

1台

工作面

刮板机

SGB520/40

40KW

120t/n

1台

运输巷

皮带机

DSJ—650

30KW

200

1台

运输巷

乳化液泵

RB80/200

37KW

80L/min

2台

进风巷

煤电站

ZM15Q

1.5KW

——

2台

工作面

放炮器

MFB—50D

——

50发

3台

每班一台

单体液压

支柱

DW16—30/100

DZ14—30/100

——

300KN

300KN

360棵

400棵

工作面及两巷超前巷段

金属铰接

顶梁

DJB1200/300

300KN

760根

工作面及两巷超前巷段

兀型梁

DFB/3.6m

300KN

16根

工作面上、下端头

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、顶板管理方法的选择

工作面采用全部垮落法管理顶板。

工作面直接顶板为坚硬砂岩,因此初次来压期间要加大工作面支护密度和切顶排支柱的稳定性,正常推采期间要时刻观察顶板动向及时加设临时支柱,严禁空顶作业。

二、支护密度的计算

1、支护材料:

单体液压支柱与金属铰接顶梁。

支柱型号:

DW16—30/100、DZ14—30/100,初撑力不小于90KN,铰接顶梁型号:

DJB1200/300,顶梁长度:

1.20m。

2、炮机道宽度为0.7m。

3、支护密度的计算

初步计算:

A、工作面每m2需要支护的强度为:

Pt=8×9.81×h×r

式中:

Pt—工作面每m2需要支护的强度

h—工作面采高

r—工作面顶板岩石容重,取2.2

8、9.81—矿压计算系数。

Pt=8×9.81×1.6×2.2=276KN

根据工作面矿压参数参考表,工作面最大经验支护强度仍为276KN,因此本工作面取276KN/m。

B、单体液压支柱的实际支撑力为(KN)

Rt=K1×K2×K3×K4×K5×R

式中:

K1—不同列支柱承载不均匀系数,取0.95

K2—支柱增阻系数,取0.95

K3—支柱工作系数,取0.99

K4—采高系数,取0.95

K5——倾角系数,取0.95

R—支柱额定工作阻力,取300KN

Rt=0.95×0.95×0.99×0.95×0.95×300=242KN

C、工作面支护密度为:

(棵/m2)

根据所选的单体液压支柱的工作阻力及工作面岩石的强度,及本矿井及临近矿井同煤层开采的经验,本工作面支护密度选择为1.43棵/平方米,排距1.2米,柱距为0.7米。

工作面支柱支护强度每平方米288KN,大于工作面需要的支护强度276KN/m2。

三、工作面正常推采期间,最大控顶距4.8m,最小控顶距3.6m,放顶步距为1.2m,柱距0.7m,排距1.2m。

 

预计工作面矿压参数参考表

表3

序号

项目

单位

同煤层

经验

本工作面选取或预计

1

顶底

条件

直接顶厚度

m

4—6

5

老顶厚度

m

10

10

直接底厚度

m

0.8

0.8

2

直接顶初次垮落步距

m

10—15

15

3

老顶初次来压

来压步距

m

15—20

20

最大平均支护强度

KN/m2

276

276

最大平均顶板移近量

mm

200

200

来压强度

明显

明显

4

周期来压

来压步距

m

15—20

15—20

最大平均支护强度

KN/m2

276

276

最大平均顶底板移近量

mm

150

150

来压程度

较明显

较明显

5

平时

最大平均支护强度

KN/m2

300

300

最大平均顶底板移近量

mm

100

100

6

直接顶悬顶情况

m

1—2

1—2

7

底板容许比压

mpa

40

40

8

直接顶类型

一类二级

一类二级

9

老顶类型

二类二级

二类二级

10

巷道超前影响范围

m

10—15

10—15

四、乳化液泵站

(一)泵站及管路选型

乳化液泵选用RB80/200型两台,配备一箱,主管路选用φ16mm的软质高压管,枪管选φ10mm的软质高压管,耐压为20mPa以上。

主要技术参数:

乳化液泵型号:

RB80/200,公称流量80L/min;公称压力20mPa,电机动率37KW。

(二)泵站位置

泵站安设在1196运输联络巷设备峒室内,水源从付井平巷尽头储水池内设管路引到泵站。

(三)要保证泵站压力18mPa,乳化液浓度不小于2%—3%,要经常清泵箱内的污物,泵体及管接头不得有漏液卸压现象,要保证泵体及缸体油位,并随时检查补油及注油,并按照泵站使用说明书的规定操作保养。

五、见工作面支护设计平、剖面图图5

 

第二节工作面顶板管理

一、护顶的方法及要求

本工作面采用竹笆及木片配合铰接顶梁护顶,护顶时根据顶板的完整成度,采取不同的护顶措施。

顶板完整时在铰接顶梁上方可垫少量竹笆或薄木片,主要防止顶梁滑动及增加顶梁与顶板的摩擦阻力。

顶板破碎时要采取在顶梁上铺穿杆及竹笆护顶主要是防止顶板岩石掉落支柱失重。

对局部顶板有冒落现象时,要采用方木接顶。

二、工作面特殊支护的方法及要求

1、切顶支护:

初次放顶期间,要加大支护密度,切顶排柱要保持对柱,加打抗棚,抗棚使用2.2m的兀型梁,并保证一棚三柱,抗棚的扎角为80度,面向老塘,并保持与顶板5—10度的迎山角度。

两棚之间的距离不得超过1.5。

工作面所有支柱支设初撑力不得小于90KN,个别泄液的支柱要及时更换,杜绝空载支柱。

需要回撤第四排支柱及抗棚、抗柱时,要先在第三排支柱上支设好抗棚、抗柱后,再回撤。

并把多余的支柱站设在第三排与第二排支柱之间的顶梁下,并适当打压。

工作面不得有横柱、倒柱,失效的支柱要及时运出工作面维修。

2、安全出口的支护

上、下顺槽超前工作面20米,用单体液压支柱配合金属铰接顶梁和兀型钢梁,替换两巷的木支护,运输巷必须支设三排支柱,人行道与刮板机道分开,回风巷根据具体情况可支设三排,或两排支柱,两巷的超前均应加设抬棚,安全出口的高度不得低于1.6米,人行道宽度不得小于0.8米。

机尾端头用4对8架3.6米长的兀型钢梁,成对使用,交错前移,顶板破碎时要使用竹笆及穿杆护顶,缺口长2.6,超前工作面1.2米。

机头端头用4对8架3.6米兀型钢梁,成对使用,交错前移,中间的铰接顶梁跟随前移,缺口长3米,超前工作面1.4米。

机头、机尾端头兀型钢梁串过后,铰接顶梁滞后并与工作面支柱成直线一并回撤。

端头棚要垂直煤壁,第一架端头棚与运输机抬棚之间的距离不大于0.5米。

3、顺槽的支柱回撤滞后工作面的距离及关闭老塘要求:

正常生产时顺槽与工作面同时回撤不滞后,关闭老塘处,要在超前支柱靠老塘侧两排顶梁上支设好关门柱,每根顶梁上均匀支设3根关门柱,并且每根梁上保证中间一棵关门柱抗向老塘,水平夹角85度。

三、支护要求:

工作面铰接顶梁采取正4:

8摆放(即工作面前进方向0.8m,老塘方向0.4m的长度)。

1、工作面应达到动态的质量规范化、标准化要求。

2、工作面爆破后要及时挂上铰接顶梁,防止长时间空顶。

3、工作面出现冒顶时,要及时用方木接顶,并支设好支架。

4、支架要有5—8度的迎山角,支柱要支在实底上,支稳支牢,初撑力不得小于90KN(11.5mPa)。

四、工作面过上山的措施

1、在工作面推采至上山20m时,用单体液压支柱配合金属铰接顶梁提前支护,柱距、排距及顶梁的方向同工作面。

2、支护结束后要临时封闭。

3、工作面通过上山时要70度斜交通过,先过机头,后过机尾,工作面要提前进行调采。

五、工作面初次来压、周期来压的距离及采取的措施

根据本工作面9号煤层顶板情况以及开采本煤层的经验,初次来压的距离预计15—18m,周期来压的步距10—12m。

预防大顶催垮工作措施

1、做好工作面顶板来压前的征兆观察观测,并做好预测预报。

2、工作面从起采线推采8米后,顶板垮落前,必须严格按照特殊支护措施支护、回柱。

3、控制爆破煤壁装药量,严禁空顶作业,煤壁伞檐不得超过0.2m。

4、加强工作面维护实施支柱多次打压,增大支柱的工作阻力,及时整改变型形支柱。

5、在工作面人行道外侧每7m支设一个井字形方木垛。

6、加强对上、下安全出口的维护管理,并保持畅通。

7、备足一定数量的护顶材料(方木、竹笆、穿杆、土代等),并存放在工作面附近的运输巷内。

8、回柱放顶方法、要求,人工用回柱器回柱,每三人一组,一人放液、一人拾(拉)柱,一人观察顶板,回柱器严格按说明书要求使用,要安设牢固回柱器,起钩时钢丝绳不要碰触其它支柱,在退路不畅通未清理,抗棚、抗柱支设不齐全或变形支柱未整改时,不得放液回柱。

9、工作面顶板初次垮落,如悬顶距离达到15米时,必须停止向前推进,并采取强制放顶,在悬顶15m的位置,从支护体侧按75—70度角向老塘方向打顶板眼,眼深2.0m,眼距3m—2.0m并形成切顶线,采取分组装药分组起爆的方法强行放顶。

第三节顺槽及端头顶板管理

一、工作面顺槽的超前支护及工作面端头的管理

上下顺槽超前工作面20米,用单体液压支柱配合金属铰接顶梁循环替换木支护,运输巷的高度不低于1.8m,回风巷的高度不低于1.6m,人行道宽度不得低于0.8m,出口处用两根长3.6m的兀型钢梁在超前支护的铰接顶梁之间交错前移。

第四节工作面及两巷所使用及备用的主要支护材料

一、上、下巷超前支护端头支护材料的使用数量、备用数量。

1、上顺槽超前支护:

单体液压支柱86棵,铰接顶梁56棵,兀型钢梁2根。

2、下顺槽超前支护:

单体液压支柱34棵,铰接顶梁34棵,兀型钢梁2根。

二、工作面单体液压支柱760棵,铰接顶梁760根,抗棚(2.2m长)25根,兀型钢梁(3.6m长)16棵,方木300根,竹笆100捆,穿杆30捆,薄木片及竹片若干捆。

两巷及工作面正常需要单体液压支柱794棵另加10%的备用系数为860棵。

铰接顶梁正常需要660根,另加10%的备用系数为730根,兀型钢梁20根,抗棚梁25根,方木300根,竹笆100捆,穿杆30捆,薄木片及竹片若干捆。

三、备用材料的存放地点要放在井下工作面运输巷内备用材料存放处,并且各种不同材料要分类摆放整齐,材料存放地点必须保证有0.8m以上宽度的人行道和必须的运输通道。

 

图6

两巷超前支护剖面示意图

 

O

O

O

O

O

O

O

O

O

 

图7

两巷超前支护断面视意图

 

人行道

 

第五节矿压观测

本次开采的1197工作面为本矿井所开采的第七个较正规的走向长壁式垮落法管理顶板的工作面,做好矿压观测,积累一定的顶、底板活动规律,压力强度以及对工作面的影响情况、地表山体下沉情况。

单体液压支柱的支撑承载情况等资料,为今后开采提供必要的依据。

一、矿压观测内容

1、单体液压支柱工作阻力、初撑力、活柱缩量观测。

2、对工作面顶底板下沉量活动规律,顶板来压特征,冒落特征等观测。

3、对两巷超前支护承压力影响范围和分布特点,顶板稳定性观测。

4、定期对工作面支柱受力特点、规律、分布以及支护质量等进行定期分析并采取相应措施。

5、在工作面的上方,地面条件允许的情况下设两组十字观测点,对受工作面开采、地表下沉量、活动范围、规律、时间进行观测。

二、观测方法

1、工作面的矿压观测方法

(1)测线布置

在工作面内从刮板机头至机尾每10米布置一条测线,工作面内布置10条测线。

(2)支柱支设要求

工作面内支柱支设时的初撑力必须达到90KN(约11.5mPa)。

(3)压力观测的要求

每硐生产结束后,要对测线的支柱进行压力观测,并做好记录,对压力达不到9

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