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采煤作业规程

 

采煤工作面作业规程

煤矿名称:

织金县珠藏镇和平煤矿

工作面编号:

1161回采工作面

 

编制:

雷军

矿长:

王松柏

工程师:

雷军

二00五年十一月

一、编制依据:

1、和平煤矿委托贵州创新工程开发有限责任公司编制的采区设计方案。

2、《安全专篇》提供的M16号煤层地质说明书。

(采面煤岩层综合柱状图见图一)

3、《煤矿安全规程》(2004版)及执行说明;采煤工作面工程质量标准化标准。

4、回采各工种操作规程、工种岗位责任制。

5、各种安全技术管理制度。

如工作面交接班制、工程质量验收制、巷道维护维修制、机电运输和一通三防对采煤工作面的安全管理制度、放炮以及工作面初次来压和周期来压的安全技术措施等安全制度。

6、原采区、工作面同一煤层的地质和矿压观测资料。

二、1161工作面地质及煤层赋存情况。

1、采面范围

该回采工作面位于+1475水平东翼一采区一区段16号煤层中,其上部是已回采结束的原老窑采空区,下部为待准备的1163采面(未开掘工作面运输和回风平巷),东为井田边界保安煤柱,西边为正在准备的1162工作面,该工作面走向长80米,倾斜长50米。

(采面巷道布置平面图见图二)

2、采面范围内煤层赋存情况

本煤层为单斜煤层,倾向在160-170度,倾角在13~27度之间,一般为16度;煤层结构简单,夹矸0-1层,煤层厚度较稳定,大都在1.5~2.0米之间,平均煤厚1.50米,唯在工作面下方有一挤压变薄带,该带煤层厚度为0.82-1.22米,该变薄带范围大致是:

开切眼以西20米至72米、1161工作面下平巷沿开切眼方向向上10米,其它情况无异常;该煤层普氏硬度f=2~3,煤炭灰份9.56%,品种为亮型无烟煤。

(采面储量计算表见表一)

储量计算表表一

项目

走向长(米)

倾斜长(米)

采高(米)

煤厚(米)

容重(T/M3)

回采率(%)

可采储量(吨)

数量

80

50

1.6

1.3

1.4

97

7061

3、采面的地质构造及水文情况

本煤层地质构造简单,为单斜构造,断裂、褶曲不发育;预计该面在回采过程中,正常情况下有少量的淋、滴水,最大涌水量2立方米/h,正常涌水量为0.2立方/h。

4、顶底岩性、结构、厚度、强度及分类,节理发育情况

老顶:

灰色泥页岩,灰黑色炭质页岩厚69~71米,普氏硬度6-7。

直接顶:

泥质灰岩,厚43~45米,普氏硬度6-7。

伪顶:

灰黑色泥岩或炭质泥岩,夹煤屑,厚度0.20~0.50米,普氏硬度3-4。

直接底:

灰色粘土岩,粉砂岩,泥质粉砂岩,菱铁质粉砂岩厚度43~45米,普氏硬度5-6。

老底:

炭质页岩,厚度58~60米,普氏硬度6-7。

5、煤尘及瓦斯

该工作面所采煤层为16号煤层,为高瓦斯煤层,预计在回采过程中,正常涌出量为1~2立方米/分,最大涌出量为3~4立方米/分;煤尘无爆炸危险性;在回采过程中为保证安全,一是要加强通风及瓦斯管理,严格执行“一炮三检”制;二是该工作面在回采中沿工作面走向有60米,沿工作面倾向有20米的区段内有一向背斜构造变薄带,应注意加强变薄带内的支护管理及瓦斯监控;三是该工作面在回采过程中煤层存在伪顶,注意顶梁铰接,作好支护现场管理;五是加强工作面后空的浮煤清扫回收;风平巷安装防尘水幕,定期冲洗风、平巷煤尘,搞好防尘、防煤层自燃工作。

三、采煤方法及回采工艺

(一)采煤方法

1、进、回风巷及工作面布置方式

该采面进、回风巷均为单巷布置,工作面为区段式布置;工作面平面布置图(见图二)。

2、采煤方法的选择确定(见图二)

该面煤层为倾斜煤层,倾角为14~16度,为保证安全生产和提高单产,确定本工作面采用走向长壁后退式采煤方法,工作面推进方向由东向西,停采线距东翼回风上山10米。

3、采高的确定

根据工作面煤层综合柱状图及上下平巷的掘进揭露,确定工作面最大采高为1.6米,最小采高1.00米,平均采高1.30米。

4、落煤方式:

工作面采用MZ-1.2KW电煤钻打眼,放炮落煤,炮眼布置(见图三)爆破说明书(见表二)。

5、装煤及运煤方式:

以人工攉煤为主,爆破自装为辅;工作面采用30型可弯曲刮板运输机运煤(开采初期,工作面条件不具备,暂不能使用),在平巷内装入0.75吨U型侧卸式矿车中,人工推车至1161运输平巷车场甩车道处,再由地面主提升绞车经主斜井提升至地面。

6、支护形式的选择确定:

根据顶板岩性情况,选用单体液压支柱与金属铰接顶梁配套支护。

顶梁在工作面中为齐梁正悬臂布置,顶粱上方使用垫木以增大摩擦力,垫木规格为:

长×宽×厚=30×15×5(单位:

厘米)。

四、顶板管理:

1、工作面支柱、支架规格与间距:

(1)支护参数的设计与确定

根据该工作面的煤层赋存情况,预计工作面最大采高M大=1.6米,最小采高M小=1.0米,顶板最大移近量H1=80毫米,铰接顶梁厚度H2=95.50毫米,由此计算:

最大支撑高度H大=M大-H2=1600-95.50=1504.50毫米

最小支撑高度H小=M小-H1-H2=1000-80-95.50=824.50毫米

根据计算,该工作面选用DZ14、DZ16-30/100型支柱,顶梁规格DJB-1000型。

工作面出现地质构造变化时,采高增大或减小时,根据具体情况选择DZ18、DZ25等不同规格的支柱。

a、支护强度P值的计算:

a1、按8倍采高计算:

P=8mr=8*1.6*24=307.2(KN/M2)

式中:

P--支护强度KN/M2

m大---工作面最大采高米

r---直接顶容重KN/M3

a2、按单位面积计算支护强度:

P=EMLrcosa/100L1(Kp-1)

=1.50×1.4×6.2×2400×cos16°/100×4.2×(1.20-1)

=252.31(KN/M2)

式中:

E--周期来压的安全系数,取1.50

M--工作面平均采高(m)

L--L1+L2

L1---采场控顶距

L2---采空区悬顶距(<=2m)

r-----上覆岩层平均比重,取2400kg/m3`

a---煤岩真倾角(度)

KP--垮落岩石脆胀系数,取1.20

通过计算取该工作面支护强度为P=252.31(KN/M2)

(2)、支护密度的计算:

n=P/R

=252.31/300

=0.84根/m2

R—每根单体液压支柱的抗压强度KN/根。

(3)、支柱柱、排距的确定:

由于该工作面使用HDJA-1000型铰接顶梁,支柱排距1.0米,则柱距为:

d=1/n×1=1/0.84×1=1.19米

为确保回采工作面生产安全,提高支柱的使用寿命,取该采面支柱柱距为0.80米,那么该采面实际支护密度:

H=1/b×1=1/0.80×1=1.25根/米2

工作阻力:

P阻=P/H=252.31/1.25=201.85KN/根

采场支柱的工作阻力小于其额定工作阻力即:

P阻=201.85KN/根

所以工作面支柱柱排距符合要求。

2、根据工作面顶底板岩性,采用全部垮落法管理顶板,最大控顶距为四排(4.20米)最小控顶距三排(3.2米),放顶步距1.0米,端面距不大于0.2米(见图六),顶梁不得出现连续两根或两根以上不铰接,顶梁上方两端必须使用垫木,增加顶梁与顶板间的摩擦力,铰接率不低于85%,

3、工作面上、下端头支护及上、下安全出口规格:

(1)采面上端一般不留煤柱,但采煤队必须用单体液压支柱与铰接顶梁配合打"顺山支柱",横排密集,支柱柱距不得大于0.3米,如风巷压力大,必须经工程师同意方可留设2-3米煤柱,上出口长2-3米,宽1.20米,高与采高一致;工作面每向前推进3-4米时掘一安全出口与回风巷相通。

(2)工作面下端掘超前机窝和下出口,其规格为;长×宽×高=4~6米×1.5米×采高,下出口与巷道交接处用排材铰接顶。

超前机窝用单体液压支柱加金属铰接顶梁配套支护,其排距为1米,柱距0.8米。

4、初次来压、初次放顶、周期来压时采用在第四排打加强柱、每隔15米打一横排密集来加强支护切顶。

5、回柱采用由下而上一次性回柱或分段回柱,但分段回柱时分段间距不小于15米。

6、回风平巷、运输平巷的超前支护及回风平巷支架回撤滞后工作面距离规定:

回风平巷、运输平巷回撤支架均滞后采面放顶线1-2架。

回风巷距工作面10米内采用双排单体液压支柱与原巷道架设的木厢梁头配套一梁二柱,距工作面10米至20米内采用单排单体液压支柱与原巷道架设的木厢梁头中顶配套使用进行超前支护,运输平巷20米范围内采用架木厢加密支护,10米范围内采用架横向木抬厢进行加固支护。

五、主要生产系统:

(一)通风系统及避灾路线:

1、采面风量计算:

(1)、按瓦斯涌出量计算:

Q采=100*qCH4*KCH4

=100×1.5×1.50

=225.0立方米/分

式中:

qCH4---工作面最大瓦斯涌出量立方米/分

KCH4---瓦斯涌出不均衡系数取1.50

(2)、按良好的气候条件计算:

Q采=60V采.m.b

=60×1.50×1.3×3.70

=432.9立方米/分

式中:

V采---采煤工作面风速米/分

m-----工作面平均采高米

b-----工作面平均控顶距米

(3)、按炸药消耗量计算:

Q采=25A

=25×8

=200立方米/分

式中:

A------一次起爆最大炸药消耗量KG,

(4)、按工作面同时工作的人数计算:

Q采=4N

=4×20

=80立方米/分

式中:

N----采煤工作面同时工作的最多人数人

(5)、按风速验算:

a、按最小风速验算:

Q采>=0.25×60mb=0.25×60×1.3×3.70=72.15立方米/分

式中:

m.b同前

b、按最高风速验算:

Q采<=4×60×mb=4×60×1.3×3.70=1154.4立方米/分

通过验算取该采面所需风量为300立方米/分,遇采面瓦斯涌出量变化时,采面要随之改变。

2、通风系统:

(见图五)。

地面→主斜井→1161运输平巷车场→1161运输平巷→1161工作面→1161回风平巷→东翼回风风桥→主回风上山→回风斜井引风道→主抽风机→地面。

3、避灾路线:

(见图五)

(1)、遇瓦斯及火灾事故时避灾路线:

1161工作面→1161下出口→1161运输平巷→1161运输平巷车场→主斜井→地面。

(2)、遇水事故时避灾路线:

1161工作面→1161上出口→1161回风平巷→东翼回风风桥→主回风上山→回风平硐→人行绕道→地面。

(3)、遇工作面或巷道顶板或煤帮垮塌事故时避灾路线:

人员应迅速从垮塌地点向两端撤出。

(二)、运输系统:

(见图五)

1、运煤方式:

1161工作面→1161下出口→1161运输平巷→1161运输平巷车场→主斜井→地面。

2、运料、设备方式:

地面→主斜井→1161联络巷→1161回风平巷→1161工作面。

(三)、供电、照明、通讯、乳化液泵站系统:

(见图六)

1、供电系统:

地面低压配电柜→主井临时机电硐室总开关→1161运输平巷车场开关。

2、在1161运输平巷车场处和风巷入口处各设置防爆程控电话一部。

3、乳化液泵站系统:

乳化液泵站安装在1161运输平巷距工作面70米的地方。

4、机械设备表(见表三)

主要机械设备及工具配备表表三

设备名称

型号规格

单位

数量

设备名称

型号规格

单位

数量

煤电钻

MZ-1.2

1

单体液压支柱

DW14、16、18、25

250

刮板运输机

SGB420-30

1

金属铰接顶梁

DJB-1000

250

乳化液泵站

XRB40/20

1

卸载把手

3

煤钻综保

BZ80-25

1

高压胶管

Ø16、Ø10

电磁启动器

QC-83-80

1

放炮器

MFB-50

2

注液枪

6

矿车

U-750

20

甲烷传感器

2

一氧化碳传感器

1

温度传感器

1

六、劳动组织、正规循环作业图表及回采工作面主要技术经济指标表:

1、劳动组织

(1)、组织方式

工作面采用“三八”制作业;早班、中班、夜班边出煤边支回柱。

(2)、工作面循环方式

一日1个循环,循环进度1.0米,循环产量90吨,月产量2500吨。

(3)、劳动组织(见表四)。

劳动组织及出勤表表四

班次

工种

出勤人数

在册人数

工作时间

810121416182022242468

早班

打眼装药放炮工

2

2

攉煤工

2

2

装煤工

1

2

支回柱工

2

3

推车信挂工

2

2

质量验收数支柱工(兼)

(1)

(1)

班长(兼)

(1)

(1)

小计

9

11

中班

打眼装药放炮工

2

3

攉煤工

2

2

装煤工

1

2

支回柱工

2

3

推车信挂工

2

3

质量验收数支柱工(兼)

(1)

(1)

班长(兼)

(1)

(1)

小计

9

11

夜班

打眼装药放炮工

2

3

攉煤工

2

2

装煤工

1

2

支回柱工

2

3

推车信挂工

2

3

质量验收数支柱工(兼)

(1)

(1)

班长(兼)

(1)

(1)

小计

9

11

合计

27

33

2、正规循环作业图表(见图七)

3、主要技术经济指标表(见表五)

主要技术经济指标表表五

序号

项目

单位

数量

序号

项目

单位

数量

1

工作面走向长

80

16

含矸率

%

0.5

2

工作面倾向长

50

17

循环出勤人数

27

3

煤层厚度

1.3

18

在册人数

33

4

平均采高

1.5

19

出勤率

%

82

5

平均倾角

16

20

循环坑木消耗

立方米

0.14

6

循环进度

1.0

21

万吨坑木消耗

立方米

15.98

7

日进度

1.0

22

循环炸药消耗

公斤

22.5

8

煤体容重

T/M3

1.4

23

万吨炸药消耗

公斤

2256.8

9

回采率

%

97

24

循环雷管消耗

75

10

循环产量

90

25

万吨雷管消耗

8523

11

日产量

90

26

单体液压支柱

250

12

昼夜循环次数

1

27

金属铰接顶梁

250

13

月正规循环率

%

85

28

工作面可采储量

7280

14

月产量

2295

29

采煤工效

吨/工

2.73

15

原煤回份

%

9.56

30

七、安全技术措施:

(一)、提高煤质的技术管理措施:

1、在回采过程中,打眼严禁挑顶、破底,支护时,顶棚必须插严背实,防止冒落。

2、工作面放炮后必须及时打临时支柱,防止顶板冒落。

3、放炮后及时选矸,在直径大于20厘米的矸石选净后,方可攉煤,矿车内严禁出现直径大于20厘米的矸石,必须做到三选,即挡煤选,攉煤选,装煤选。

4、工作面浮煤必须收尽,严禁任意留设煤柱。

5、加强煤炭回收,不任意丢失顶煤,坚持收净浮煤,采面回收率达97%以上。

6、加强工程质量管理,防止顶板冒落,减少含矸量和灰份量。

(二)、初次来压、周期来压措施:

1、根据本煤层顶板岩层情况估计,工作面在推进到10~20米左右将出现初次来压,来压前各班均须注意观察支柱承压情况,做好准备工作,加强支护,周期来压步距一般为30米左右。

2、来压期间,加强工程质量管理支柱柱、排距,支柱直线,支柱初撑力必须达到要求,乳化液浓度必须达到1.5%以上。

3、初次放顶成立放顶工作安全领导小组:

组长:

矿长

副组长:

工程师

成员:

安全矿长、生产矿长、安全员、采煤队长

4、跟班、值班人员要随时观察并记录初次来压的动态和数据,掌握初次来压的规律。

5、初次来压放顶前,沿放顶线打切顶密集柱,密集支柱柱距为0.5米,工作面基本柱距缩小为0.7米,排距缩小为0.9米,缩小控顶距为3.2米。

6、初次来压放顶时,必须将工作面人员撤到上下平巷安全地点,派专人观察顶板变化情况,收集资料,作好记录。

7、跟班人员必须自始至终不离开现场,作好放顶工作,确保安全。

有问题及时处理并汇报。

8、初次放顶工作,必须按操作规程进行,清理好杂物,保证退路畅通,安全可靠,不得出现疏漏和失误。

9、来压期间,加强工程质量管理,支柱柱、排距;支柱直线;支柱初撑力必须达到要求,并加强二次注液,乳化液浓度必须达到2.0%以上。

10、随时做到敲帮问顶,工作时必须先看好退路,检查工作地点安全状况,必须在安全的条件下工作。

11、放炮后及时挂梁和打临时支柱。

12、在来压前,为了防止推垮工作面,必须沿放顶线增设加强支柱,并严格要求垫层质量,要求接顶,充填严实。

(三)、顶、底板管理措施及制度:

1、底板管理

(1)、每班必须按规定打好支柱,迎山角1-2度,且迎山有劲。

(2)、打眼时,严格控制眼位,底眼距底板不得小于0.40米。

(3)、打支柱时,必须挖好柱窝,支柱打到硬底。

2、敲帮问顶制度

(1)、回采工作面必须严格执行敲帮问顶制度,安全喊话制度。

在开工前,班组长、安全员必须对工作面安全情况进行一次全面检查,发现不安全因素立即处理,在确保安全的情况下才能工作,工作过程中,必须随时敲帮问顶。

(2)、敲帮问顶时,若顶帮发出声响清脆实在,手贴近顶帮不感到震动,则顶板稳定,若声音发空、低浊,表明顶帮已有裂缝和松动,必须用长把工具将其撬放下来。

(3)、若松动岩石较大,不得在其下停留,必须及时加打临时支柱,将其护好,防止冒落伤人。

3、工程质量验收制

(1)、每班设一名专职质量验收员,负责巡回检查工程质量,记录工作量,验收工作要按本规程和上级有关规定执行。

(2)、对不合格的工程质量,必须立即整改,直到合格为止。

(四)、防顶板冒落措施:

1、每班必须按本规程规定的柱、排距支设支柱,放炮后及时挂梁和打好临时支柱,严禁空顶作业,支护时必须两人一组配合作业。

2、工作面经常备有10~20根坑木,规格2.5×0.12×0.12米,堆放整齐,以便工作面中处理安全时急用。

3、若工作面发生冒顶,班组长、跟班人员必须在现场指挥处理,用坑木、排材插严背实,冒落较高处用排柴接顶。

4、放炮时,打落两根以上的支柱时,要停止放炮,待补齐后,再进行放炮。

5、工作面所有人员在工作过程中要随时进行敲帮问顶,安全喊话,发现问题及时处理,做到不安全不生产。

6、加强工程质量管理,每班必须按规定支护,补齐缺柱,及时更换坏支柱。

7、工作面泵站及管路系统必须齐全,系统不漏液,泵站压力必须达15MPa以上,乳化液浓度必须达到2%,以保证有足够的初撑力,有效地控制顶板。

8.坚持开展支护质量与顶板动态监控,初撑力不足时,必须进行二次注液。

(五)、支、回柱安全技术措施:

1、所有进面人员必须坚持"安全第一"的方针,严格执行各项规章

制度及<<煤矿安全规程>>、<<操作规程>>和<<作业规程>>的有关规定。

2、支柱挂梁时要俩人一对协同操作,严格按本规程规定进行操作,排距1.0米,柱距0.80米,迎山角1-2度,偏差不超过100毫米。

3、支柱不准打在浮煤或浮矸上。

4、支柱时要注意附近工作人员安全,正规支柱未打上前,不准回掉临时支柱,回撤时必须先支后回。

5、支柱时下方不得有人,支柱要以纵横打成直线,不准使用折损、弯曲支柱。

6、支、回柱人员必须按照≤煤矿安全规程≥第55条之规定作业,随时进行敲帮问顶和安全喊话。

若有崩倒、歪斜的支柱,及时扶正补齐。

7、底板硬而光滑时,必须凿成麻面。

8、回柱前要检查周围顶板、支柱的完好情况,把各种不安全因素处理好,清理好退路后再开始回柱。

9、回柱要两人配合,一人回柱,一人观察顶板,严禁单人作业。

回柱工作必须在支柱完好的安全地点进行,工作时要告知在附近工作的其它人员。

10、当顶板来压和遇到其它安全隐患时,要停止回柱,待处理好安全后再回柱。

11、回柱时附近不准有行人通过,从回柱地点起上下15米内不得有与回柱无关人员。

12、严格控制炮道宽度,其宽度不小于0.2米,不大于0.5米,超过规定时必须打贴帮柱。

13、工作面煤壁要保持平整,伞檐不得超过下列规定,当伞檐长度超过1米时,煤帮最大突出部分不得超过200毫米,伞檐长度小于1米时,煤壁最大突出部分不得超过250毫米。

14、工作面严禁使用两种不同性能的支柱,严禁使用回柱绞车回柱。

15、回柱时,如遇支柱,顶梁等材料掉入采空区,必须待处理好安全后,用长把工具拉出。

(六)、打眼、装药、放炮安全技术措施:

1、打眼、装药、放炮人员必须熟悉炮眼布置及爆破说明书,严格按规定打眼放炮。

放炮员必须经过培训,并持有放炮合格证。

所有放炮人员(包括放炮、送药、装药及联线人员)必须熟悉爆破材料的性能和<<煤矿安全规程>>、<<作业规程>>、<<操作规程>>中的有关规定。

2、井下运送炸药、雷管,必须分装分运,雷管必须装在木箱内。

3、装配引药按《煤矿安全规程》第326条执行。

4、装药工必须按《煤矿安全规程》第327条、328-301条之规定执行。

5、炮眼封泥应用水炮泥,水炮泥外剩余的炮眼部分,应用黄泥封实。

对无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁放炮,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥。

6、放炮人员必须遵守《煤矿安全规程》第336条至第341条的规定。

7、出现拒爆(包括残爆)必须按《煤矿安全规程》第342条的规定进行处理

8、工作面中必须使用符合《煤矿安全规程》(2004)第320条规定的安全等级不低于三级的煤矿许用乳化炸药和1、3、5段毫秒电雷管起爆,一次起爆数10个以下时,放炮安全距离不得小于40米;一次起爆数10个以上时或

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