资料版11090作业规程.docx

资料版11090作业规程.docx

《资料版11090作业规程.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《资料版11090作业规程.docx（39页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。

资料版11090作业规程

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

 工作面位置及井上下关系表（表一）

水平名称

 单水平

采区名称

 11采区

地面标高

 +292.7-+295.8m

井下标高

 +146.6-+187.2m

地面的相对位置

 东邻月亮煤业，西邻石淙河，南邻告成铁路，北邻是已搬迁的西刘碑村。

回采对地面设施的影响

 工作面回采后将对地面有不同程度的影响，形成地表下沉、搬裂等现象。

井下位置及相邻关系

 东邻矿区边界，西邻11采区南部回风巷，南邻郜F2正段层，北邻11070采空工作面。

走向长度（m）

 280

倾斜长度（m）

80

面积（m2）

22400

第二节煤层

煤层情况表（表二）

煤层平均厚度（m）

2.8

煤层结构

简单结构煤层 

煤层倾角（度）

 5-20

开采煤层

二1

煤种

 贫煤

稳定程度

 不稳定

煤层情况描述

 本区煤层赋存极不稳定，煤层水平层理较发育，整体性较好，但强度低，又加上局部裂隙发育，易于垮落，煤层结构中等，煤层的厚度变化较大，倾角极不稳定。

第三节煤层顶底板

 煤层顶底板情况表（表三）

顶、底板名称

岩石名称

厚度（m）

　        特  　征

基本顶

 中粒砂岩

15.4

 灰白色上部中粒，下部粗粒，成分为石英长石，次为暗色矿物。

直接顶

 细粒砂岩

 11.95

浅灰色长石英砂岩，含黑色矿物质，泥质胶结。

伪顶

 泥岩

 0.3

 灰色，泥质胶结。

直接底

 砂质泥岩

0.6

 灰黑色，含较多白云母片。

基本底

 细粒砂岩

 2.75

 深灰色微波状，层理含白云母片，裂隙内有方解石。

附图一：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

 断层情况以及对回采的影响（表四）

地质构造

构造名称

性质

走向、倾向、倾角

断距（m）

对回采

的影响

F8

正断层

EN81°173°60°

0-4

无影响

F8

正断层

EN56-66°150°45°

0-5

影响较大

本区构造复杂，在掘进过程中揭露两条断层均为正断层，其中F8对工作面回采有较大的影响。

第五节水文地质

 一、涌水量

正常涌水量：

2m3/h

最大涌水量：

10m3/h

二、含水层（顶部和底部）分析

根据掘进揭露和调查情况分析，该工作面在回采期间会有顶、地板渗水现象，对该工作面的回采存在一定的安全隐患。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

影响回采的其它地质情况表（表五）

瓦斯

 相对瓦斯涌出量1.92m3/t绝对涌出量0.6m3/min

CO２

 二氧化碳相对涌出量2.60m3/t绝对涌出量1.11m3/min

煤尘煤炸指数

 11.49

煤的自燃倾向性

 Ⅲ类不易自燃煤层

地温危害

 地温属正常区，无高温异常，正常通风后地温对回采无影响。

冲击地压危害

 地压不大，对生产影响不大。

二、存在问题及建议

1、由于受郜F2正断层影响，预计采面地质变化，煤厚变化较大，施工过程中必需加强探煤厚工作，以指导安全生产。

该面在回采过程中，应注意隐伏断层的出现影响回采。

2、根据掘进揭露和相邻的11070回采工作面回采情况分析，该面在回采期间可能会有顶、地板渗水现象，对该面的回采存在一定的安全隐患。

回采时加强排水管理，防止透水事故发生，确保安全生产。

3、建议在回采前对工作面回风顺槽、运输顺槽及切巷进行物探和钻探，方可进行回采。

4、由于煤层埋藏较深，采煤队在回采过程中必须加强顶板管理，防止冒顶事故发生。

第七节储量及服务年限

 一、储量

1、工作面工业储量：

走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度=

280×80×2.8×1.5=94080t

2、工作面可采储量：

工业储量×采出率=94080×97%=91257.6t

本工作面采出率参考值为97%，可采储量为91257.6t。

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=工作面可采储量/设计月产量

=91257.6/15642=5.8月

第二章采煤方法

第一节巷道布置

 一、采区设计、采区巷道布置概况

11090工作面位于11采区东部，沿煤层走向布置二条巷道，一条用于进风、运料，一条用于回风、运煤，支护均为7.0m2U型钢半圆拱形巷道，规格为2.7m（梁口）×2.6m（腿）单棚支护。

二、工作面运输巷

11090工作面运输巷断面7.0m2，采用U型钢支护方式，担负11090工作面运煤任务。

三、工作面开切眼

11090工作面切巷长80m，安装ZH1600/16/24集中控制整体顶梁组合悬移液压支架。

四、联络巷

11090工作面联络巷断面7.0m2,采用U型钢支护方式，位于11090工作面西部，与11采区南部进风巷联通。

内安设风门一组，各项监控设施齐全有效。

附图二：

工作面位置及巷道布置图

第二节采煤工艺

 一、采煤工艺

1、回采工艺过程

检修----打眼放炮（或手镐落煤）----落煤----移架----护顶----放顶煤----移刮板运输机----交接班

采煤工艺过程见图

2、落煤：

采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。

3、装煤:

采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。

4、运煤:

工作面采用SGB320/17型刮板运输机运煤，运输巷采用SGB420/40型刮板运输机和DSJ-500型胶带输送机运煤。

5、工作面支护

（1）支护形式:

采用ZH1600/16/24型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱，正常生产时，支架中心距1000mm±20mm。

材料规格（表六）

名称

单位

指标

名称

单位

指标

支架高度

m

1.6-2.4

支架数量

架

60

支架宽度

m

0.96

支架最大件重量

t

0.8

支架长度

m

3.6

缸程

mm

Ø110

支架行走步距

m

0.8

工作液

乳化液，M-10乳化液浓度2-5％

顶板管理参数（表七）

最大控顶距

3400mm

支架中心距

1000±20mm

最小控顶距

2600mm

顶底板移近量

＜200mm

额定工作阻力

1600KN

额定工作压力

42MPa

泵站额定压力

20-31.5MPa

支护强度

0.615MPa

额定初撑力

760KN（20MPa）

1200KN（31.5MPa）

对底板比压

4.2MPa（760KN）

8.8MPa（1600KN）

操作方式

顶板为邻架操作，立柱为本架操作

（2）悬移支架移架过程

炮后护顶（前伸前探梁超前护顶）——提起四根支柱——前移顶梁——前移煤墙柱——落四柱支撑顶梁——移托梁

（3）移架操作顺序

①放炮后伸出前探梁超前护顶，在前探梁掩护下采煤工手工落煤墙煤，刷出800mm的移架步距宽度。

②收回前探梁。

③操作手柄提起两根舍帮柱，使柱跟脱离底板100mm。

④伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动两根舍帮柱同时向前移动800mm，然后将两根煤墙柱前移800mm。

⑤顶梁移到位后，使顶梁与顶板严密接触约3-5s，以保证达到初撑力。

⑥待刮板运输机移过后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移800mm，恢复到炮前位置。

⑦将各操作手把扳到“零”位。

6、移刮板运输机

待当班攉煤工把浮煤清干净后，开始整体移当班采煤段刮板运输机，移刮板运输机宽度为800mm，刮板运输机弯度不得超过40。

二、采煤方法

工作面为走向长壁后退式炮采一次采全高采煤方法。

附图三：

炮眼布置图（正、俯、侧视图）

第三节设备配置

 一、设备配备情况

设备配备表（表八）

序号

设备名称

规格型号

单位

数量

备注

1

整体顶梁组合悬移液压支架

ZH1600/16/24

架

60

2

刮板运输机

SGB320/17

部

3

3

双链刮板运输机

SGB420/40

部

1

4

胶带输送机

DSJ-500

部

2

4

乳化液压泵

XRBZB（A）

台

2

一备一用

5

单体液压支柱

DW25-250/100

根

128

前后安全出口用

6

π型钢梁

HDSB型4.0m

根

28

前后安全出口用

7

注液枪

ZB-O型

部

6

8

信号综合保护

ZBZ

套

2

一备一用

 9

 甲烷传感器

 KJ101-45B

 台

 3

 10

 注水泵

 MZQ-2116

 台

 1

附图四：

运输系统示意图

第三章顶板控制

第一节支护设计

 一、工作面的支护设计

（一）顶板管理方法

 采用全部垮落法处理采空区。

（二）工作面支护设计

1、合理支护强度的计算

 P=9.8hrk=9.8×2.2×2.5×103×6=323.4kN/m2    

式中：

P：

工作面合理支护强度, kN/m2

 h：

采高, 2.2m

 r：

直接顶板岩石容重, 2.5t/m3

 k：

上覆岩层厚度和采高之比,取6 

2、支柱实际支撑能力计算

Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.91×0.85×0.8×0.95×0.95×250=139.62kN

式中：

 Rt：

支架实际支撑能力,kN

 Kg：

工作系数,  0.91 

 Kz：

增阻系数,  0.85 

 Kb：

不均匀系数, 0.8 

 Kh：

采高系数,  0.95 

 Ka：

倾角系数,  0.95 

 R：

支柱额定工作阻力, 250 kN

3、实际支护强度计算

P实=R/S大=1600/3.4×0.95=495.36kN/m2 

式中：

R:

工作面支架额定工作阻力，1600kN

S大：

工作面护顶最大面积，3.4×0.95=3.23m2 

P实>P

上述计算可知：

11090工作面支护强度满足需要。

4、选择合理的控顶距

 工作面最大控顶距3400mm，最小控顶距2600mm。

二、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量

液压泵站采用XRBZB（A）型乳化液泵箱向单体柱供液压。

（二）泵站设置位置

液压泵站安设于11采区联巷内。

（三）泵站使用规定

 1、泵站司机及维修人员必须熟悉乳化泵结构性能及液压工作原理，经安全技术培训考试合格后持证上岗。

2、乳化泵站值班员必须实行交接斑制度。

接班时应仔细检查各润滑部位的油质油量是否符合规定，各连接紧固件有无松动或损坏，各连接管路是否有泄漏现象，发现问题及时汇报处理，待处理好后方可开泵。

否则罚该当班值班员50元。

3、在乳化泵正常开启过程中，应经常观察运转情况，若有异常应立即停泵处理，若造成事故则对值班员罚款50元。

 第二节工作面顶板控制

 一、正常工作时期顶板支护方式

11090工作面顶板支护采用组合悬移顶梁液压支架。

二、正常工作时期的特殊支护形式

工作面顶板特殊支护采用抬棚、密集、丛柱、挡矸帘等。

三、特殊时期的顶板管理

（一）来压及停采前的顶板管理

当工作面来压前，应加强顶板观察。

工作面所有支架和两端头支柱的初撑力及支架状态应达到规定要求。

泵站压力达到31.5MP，支架初撑力达到额定值的80％以上，停采后必须保持支架完好，缩小工作面最小控顶距，特殊地点可采用锚网支护，在空顶处打单体液压支柱，维护顶板，防止大面积垮落。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板管理

工作面遇到断层，可采用挑顶、卧底或两者相结合，将工作面遇到断层、顶板破碎，在移架前必须挑顺山。

护顶后方可移架。

必要时在煤墙侧打上贴帮柱，架设顺山抬棚后移架。

（三）应力集中区的顶板管理

 重点采面上下端头与连接的回风巷及运输巷三岔口处必须采用特殊支护，工作面输送机头部位用八对十六根π型钢梁支护，保持一梁四柱，交替迈步前移。

工作面上下付巷距煤壁线20米范围内打双排支护，设专人维护。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面轨道、回风巷的顶板管理

（一）回风巷的超前支护

在回风巷内，自回采工作面煤墙向外用3mπ型钢梁配合单体柱打不少于20m的超前支护，其中靠回采工作面煤墙10m打成双排，另外10m打成单排。

（二）回风巷的加强支护

11090工作面回风巷内受初期来压、周期来压的影响情况下，局部压力增大。

采取打戗棚、扩小房等加强支护方式，确保工作面回风巷的回风和行人。

二、工作面安全出口的管理

（一）支护形式

11090工作面安全处口处采用7m2U型钢支护，外打3mπ型钢梁配合单体液压支柱。

（二）质量要求

安全出口处支护不得打断，支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达90kN以上，高度不低于1.6m，巷道下宽不低于2.8m。

三、支护材料的使用数量和存放管理

工作面备用材料存放在工作面进风巷超前支护20m外，备用材料必须摆放整齐并有标志牌，荆芭、椽子拉线管理，成面成线，坑木、方木、钎椽保持一端整齐，液压支柱、π型钢梁垛放整齐。

荆芭：

150块椽子：

200根坑木：

16根方木：

40块木鞋：

60块钎椽：

30根液压支柱：

20条π型钢梁：

10根

附图五：

最大、最小控顶距及工作面支架布置图

第四节矿压观测

加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长为景全营，成员：

刘振立、赵新征、赵占怀、张保现等。

观测小组必须做到以下要求：

（1）要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。

（2）矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向安全矿长，总工汇报，采取应急措施。

（3）观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。

（4）观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向跟班矿长和调度室汇报。

第四章生产系统

第一节运输

 一、运输设备及运输方式

（一）运煤设备及装、转载方式

工作面用一部SGB320/17刮板运输机，运输人工攉出的煤，自动转载到运输巷SGB320/17双链刮板运输机上，再自动转载到DSG-500带式输送机上运煤。

（二）辅助运输设备及运输方式

辅助运输采用矿车或人工运输方式。

二、移溜方式

工作面采用人工移溜子。

3、运煤路线

11090工作面→11090工作面回风巷→11090中付巷→11090进风巷→11采区南部进风巷→11采区运输巷→主井煤仓→地面

四、运料路线

副井→副井大巷→11采区运输巷→11采区南部进风巷→11090进风巷→工作面

附图六：

运输系统示意图

第二节“一通三防”与安全监控

 一、通风系统

（一）风量计算

1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算

  Q1＝100kq

式中：

k—瓦斯涌出量不均衡系数,炮采工作面取1.8

　　　q―瓦斯绝对涌出量,取0.6m3/min

则：

Q1＝100×1.8×0.6＝108m3/min

2、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量

   Q2＝4N

式中：

N－工作面交接班时的最多人数，取36人。

则：

Q2＝4×36＝144m3/min

3、按炸药用量计算

  Q3=25A

式中：

A----一次放炮所需的最大炸药量,取11.25kg

则：

Q3=25A=25×11.25=281.25m3/min 

4、按工作面温度计算

Q4=60VSK

式中：

V—采煤工作面风速，取1.1m/s

S—采煤工作面的平均断面，取6.5㎡

K—工作面长度系数，取0.9

则：

Q4=60VSK=60×1.1×6.5×0.9=386.1m3/min 

5、按风速进行验算

（1）按最低风速验算

  Q5=V×S

 式中：

V-----工作面允许最低风速取0.25m/s

 S----工作面有效断面积取2.6×2.2×70%=5.1m2

 则：

Q5=0.25×5.1×60=76.5m3/min

（2）按最高风速验算

Q6=V×S

 式中：

V----工作面允许最高风速取4m/s

 S----工作面有效断面积取2.6×2.2×70%=5.1㎡

 则：

Q6=4×5.1×60=1224m3/min

5、确定工作面实际需要风量

验算得知：

Q5

上述可知：

11090工作面需风量为386.1m3/min,可满足工作面需要。

（二）通风路线

1、新鲜风流

主副井→副井大巷→11采区运输巷→11采区南部进风巷→11090工作面进风巷→11090工作面

2、乏风风流

工作面→11090工作面回风巷→11采区南部回风巷→总回风巷→风井→地面

二、防治瓦斯

（1）瓦斯检查（设点、次数）

11090工作面设置瓦斯检查点：

上隅角、工作面及回风巷，每班检查不少于两次。

（二）瓦斯监测

1、在工作面安装瓦斯监控设备，三个瓦斯探头，一个安装在距工作面回风口10m以内，报警值≥1.0%，断电值≥1.5%，复电值＜1.0%；另一个安装在11090回风巷距回风口10-15m以内，报警值≥1.0%，断电值≥1.0%，复电值＜1.0%；再一个安装在上隅角，报警值≥1.0%，断电值≥1.5%，复电值＜1.0%。

断电范围：

工作面及上、下付巷内全部非本质安全型电器设备。

2、当瓦斯监控系统出现故障时，必须及时处理。

处理故障时，要加强人工检查瓦斯，消除瓦斯积聚现象。

上隅角悬挂好便携式甲烷监测仪，每班班长必须随身携带便携仪，以便随时检查瓦斯。

三、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

1、供水系统

地面消防水池→副井筒→主副井联巷→11采区运输巷→11采区南部进风巷→11090工作面进风巷→工作面 

 2、综合防尘设施的配备与安装：

（1）工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置，保证正常开机喷雾。

（2）上、下付巷按规定安装防尘管路及附属装置。

（3）在上、下付巷距工作面安全出口50m范围内安装防尘水幕,在距工作面60-200m范围内，各安装隔爆水袋40个，水量不小于200L/m2。

（4）在上、下付巷及工作面内采用浅孔动压注水。

（2）防尘措施

1、回采工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置，保证正常开机喷雾。

2、上、下付巷按规定安装防尘管路及附属装置。

3、在上、下付巷距回采面安全出口50m范围内安装防尘水幕,在距回采工作面60-200m范围内，安装隔爆水袋40个，水量不小于200L/㎡。

4、在上、下付巷及回采切顶线内采用浅孔动压注水。

5、放炮使用水炮泥封孔。

（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

 1、加强瓦斯监测监控，做好每班不少于两次的瓦斯检查。

 2、工作面上、下付巷安设不少于20米的辅助隔爆水棚。

3、防止煤尘堆积，回采工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置。

做好洒水喷雾降尘工作。

 4、加强工作面通风，预防上隅角瓦斯积聚。

四、防治煤层自然发火技术措施

（一）监测系统

11090回风巷内装有一氧化碳传感器一台，实时监测工作面内一氧化碳气体的变化。

（二）综合防灭火措施

11090火灾预防措施：

（1）加强井下所有电器设备的使用与管理，并要经常检查，保证不跑火、不漏电、不失爆。

（2）井下必须全部采用阻燃电缆线。

回风巷电缆要定期检查，使用电缆要班班检查，严防漏电跑火，不经总工批准不准在井下私自进行电气焊作业。

（3）电工或看管机械、电器设备的人员，要经常对机械、电器设备、电缆线等进行检查，发现温度超过规定，要立即停止运行，并向有关领导汇报，查明原因，进行处理，待温度降下后再重新运行。

（4）井下机电硐室要采用不燃性材料支护（如砌碹等），泵房、变电所不准放汽油或其它易燃性油类、擦修机器用过的棉纱、油布等燃物，要放到带盖的桶里，不准乱扔，及时处理。

（5）泵房、变电所等机电硐室，要配备灭火器、沙、铁锨等灭火器材。

要注意：

电缆线和电器设备着火，不停电不准用水去灭火。

（6）回采工作面结束后，安全检查科负责必须在一个月内将其上下顺槽和与采空区相通的巷道全部建设永久密闭，闭后要定期检查。

（7）采空区密闭每旬至少检查一次，温度在30度以上时，要取样分析查明原因，采取措施进行处理。

（8）回采工作面要清净浮煤和底板，预防残煤自燃。

（9）入井人员必须配带自救器，做到不带自救器不准下井，自救器要每季度检查一次，不合格及时更换。

（10）任何人发现井下火灾时，首先立即采取一切可能的方法直接灭火，并迅速报告矿调度室，在现场的班、组应依照矿井火灾预防和处理计划的有关规定和规程规定，将所有可能受威胁地区的人员撤离危险区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。

（11）对井下火灾不能直接灭火时，必须封闭火区，总工负责指挥封闭火灾的工作。

（三）防灭火要求

 1、防灭火系统管路安装同等供水系统。

 2、防灭火管理制度

（1）井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。

（2）井下供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三坚持”。

 （3）设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。

附图七：

通风系统图、消防管路系统图、安全监测监控系统（设备）布置图。

第三节排水

 一、设备选型

主排水泵设副井中央泵房，安装同等能力排水泵四台，两备一用一检修，型号D85-45×5，流量85m3/h，扬成225米，功率90KW。

二、疏排水系统路线

工作面→11090回风巷→11采区南部回风巷→副井大巷→外环水仓→地面。

三、防治水措施

1、工作面回采过程中应加强水文观测，采煤队要注意水情变化，现场工作人员发现工作面煤壁变暗、发潮、发凉、老塘发生水响声、水量突然增大等异常现象时，应及时报告调度室，采取措施进行处理，必要时撤出人员至安全地点。

2、工作面下付巷做临时水仓准备好水泵，并铺好水槽。

3、生产时采煤队每班派人看水，及时清挖水沟，保证水路畅通。

4、防止工作面支柱钻底，工作面必须备有不少于50块方木。

5、下付巷刮板运输机掐过后，及时用编织袋装煤闸水，将水引入下尾巷中，保证水不流入下付巷刮板运输机内。

附图八：

排水系统示意图

第四节供电

一、供电系统

该工作面电源由中央变电所向该工作面供电,总装机容量为160KW。

二、电器整定计算

11090采区K13开关为KBZ－400型

一、K13分开关保护整定计算步骤：

（一）过流保护整定计算：

K13分开关所带负荷总功率Pe：

18.5＋40＋18.5＋18.5＋18.5＋18.5＝132.5KW

Ie=Pe/（UecosФ）＝132.5/（1.732×0.69×0.8）＝138.6A

取过电流保护整定值为：

I＝140A。

（二）短路保护整定计算：

1、干变的阻抗：

Zb（10000）=Ud%×Ue2/Se＝4.22％×100002/500000＝8.44欧

换算低压侧（690V）后的阻抗

Zb（690）=（690/1