炮采工作面作业规程.docx
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炮采工作面作业规程
郑煤集团公司
裴沟煤矿
回采工作面作业规程
工作面编号:
34142
回采单位:
炮采队
编制人:
张喜矿
编制时间:
2010年4月21日
作业规程会审记录
采面名称
34142工作面作业规程及试采安全技术措施
主持人
会审地点
会审时间
科室参加会审人员
生产技术科
规划发展科
调度室
地质测量科
安全质量科
物资管理科
机电运输科
炮采队
通风管理科
编制人
防突科
总工程师
安全矿长
生产矿长
会审意见:
目录
第一章工作面概况……………………………………………1
第二章工作面地质及水文地质………………………………1
第三章采煤方法及生产系统…………………………………3
第一节采煤方法及回采巷道布置………………………3
第二节回采工艺…………………………………………3
第三节通风及瓦斯监测系统……………………………12
第四节压风自救系统……………………………………15
第五节供电系统…………………………………………17
第六节运输系统…………………………………………18
第七节综合降尘系统……………………………………18
第八节防、排水系统……………………………………19
第四章劳动组织及正规循环作业图表………………………20
第一节劳动组织…………………………………………20
第二节正规循环作业图…………………………………21
第五章主要经济技术指标……………………………………21
第六章安全技术措施…………………………………………22
第一节现场管理制度……………………………………22
第二节安全技术措施……………………………………23
第三节避灾路线…………………………………………44
34142工作面专项防灭火设计…………………………………46
34142工作面试采及初放安全技术措施………………………48
34142工作面过采空区专项安全技术措施……………………51
附:
巷道布置平面图、通风系统图、瓦斯监控系统图、避灾路线图、供电系统图、支架布置平面图、正规循环作业图、爆破说明书、
工作面注水孔布置示意图、两巷注水孔布置示意图
第一章工作面概况
一、工作面位置
地面位置:
34142工作面位于来集镇郭岗村境内,地面为村庄及耕地,村庄已经搬迁。
井下位置及四邻情况:
该工作面下副巷位于原34141(炮)下副巷北15m,上副巷位于下副巷北114m,切巷位于34轨道下山西450m,停采线位于34轨道下山西50m。
该工作面所采煤为采空区残余煤厚,为二次回采。
由于该工作面在34141(炮)工作面及34121(炮)工作面采空区中二次回采,采碴较多,回采时对煤质有较大影响。
回采时对地面附属物有一定影响。
该面走向长400m,倾斜114m,地面标高+174~+201.5m,工作面标高-180.4~-213.6m,面积为45600m2。
二、煤层情况
该工作面所采二1煤为原34121(炮)工作面及34141(炮)工作面残余煤厚,其中底煤煤厚0~5.0m,平均煤厚2.0m,预计该工作面整体平均煤厚为3.0m左右。
第二章工作面地质及水文地质
工作面地质及水文地质详见地质说明书。
地质说明书
煤层名称
二1煤
水平名称
-110
采区名称
三四
工作面可采储量
178114(t)
煤层倾角
(5°~13°)/8°
煤层
厚度
3.0
老顶
中粒砂岩
(再生复合顶)
厚度
5.8~8.2
7.0
ƒ
灰色、中粒f=6
直接顶
砂质泥岩
(再生复合顶)
厚度
6.0~8.0
7.0
ƒ
灰色f=4~5
直接底
泥岩
厚度
6.5~11.0
9.5
ƒ
灰色f=4~5
老底
L8灰岩
厚度
3.5
ƒ
灰色、坚硬致密f=8
最大涌水量
20m3/h
正常涌水量
10m3/h
瓦斯绝对涌出量
3.2m3/t
瓦斯相对涌出量
2~4m3/t
煤尘爆炸指数
14.99%
煤层自燃倾向
三级
地质构造情况
该工作面地质构造二1煤底板以单斜为主,顶板多为再生复合顶板。
煤质情况
由于该工作面在34141(炮)工作面及34121(炮)工作面采空区中二次回采,采碴较多,对煤质有较大影响。
水文地质及防治水措施
该工作面水文地质条件以采空区渗水为主,工作面掘进期间已对上、下副巷两侧进行过探放水,回采前需对原34121下副巷积水情况进行探查。
预计该工作面正常涌水量10m3/h,最大涌水量20m3/h。
问题及
建议
1、由于该工作面多在采空区中回采,回采期间需加强顶板管理。
2、工作面上、下副巷不跟底地段必须进行背杆落巷,要尽量保证跟底回采,回采期间需加强上、下副巷水路管理,保持水路畅通,不能自流地段排水设备必须有用有备,能力满足排水要求。
3、工作面回采过程中需要对前方采空区进行超前补探,以确保安全生产。
第三章采煤方法及生产系统
第一节采煤方法及回采巷道布置
一、采煤方法
该工作面采煤方法为走向长壁放顶煤一次采全高采煤方法,全部垮落法处理采空区。
二、回采巷道布置
34142上副巷与34辅助下山相连,34142上联巷与34运输下山相连,34142下副巷与34辅助下山相连,34142下联巷与34运输下山相连,采切巷长度为114m。
(详见工作面布置图)
第二节回采工艺
一、回采工艺流程
回采工艺过程:
检修→煤壁打眼注水→打眼爆破→装运煤→移架→放顶煤→清理浮煤杂物→移刮板输送机→采空区处理→交接班
1、煤壁注水、打眼、放炮
工作面生产前,跟班队长、班长负责对采面进行安全检查并处理采面安全隐患,然后在瓦斯不超限的情况下,开始按规定煤壁注水、打眼、装药、放炮。
2、落煤
根据工作面煤壁软硬情况,选择采用放炮落煤或手镐落煤。
3、装运煤
爆破自装一部分煤,其余采用人工装煤。
工作面使用一部SGW-150T型可弯曲刮板输送机,34142下副巷采用一部SGW-40T刮板输送机、一部SD-80胶带输送机经过34142下副巷溜煤眼至34运输下山。
4、悬移支架移架过程
放炮后护顶(伸翻转梁超前护顶)→收回翻转梁→提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁
①放炮后及时伸出翻转梁超前护顶,在翻转梁掩护下采煤工手工落煤,刷出0.8m的移架步距。
②收回前翻转梁。
③操作手柄提起四根支柱,使支柱底盘脱离底板100mm。
④伸出移架千斤顶活塞,推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。
⑤顶梁移到位后,操作手柄落下四根支柱,使顶梁与顶板严密接触约3-5秒,以保证足够的支柱初撑力。
⑥移架千斤顶活塞收回,使托梁整体前移0.8m,恢复到炮前位置。
⑦将各操作手把恢复到“零”位。
5、放顶煤
本工作面在放煤过程中,严格按单双号间隔多轮次多循环低位放煤法进行放煤,具体步骤如下:
⑴放煤口的位置
每架一口,采空区侧挡矸链处为放煤口,调整挡矸链放煤。
⑵编号方法
把工作面8架为一眼场,每眼场内把放煤口自机头向机尾依次编号为1、2、3……。
⑶单双号间隔放煤
即先在1、3、5、……等眼场放煤,然后在2、4、6……等眼场放煤。
每眼场只设一个放煤口,全工作面最多同时允许2个口放煤,严禁多开口,瓦斯浓度达到0.8%时严禁放煤,采取措施,进行处理。
⑷多轮次多循环放煤
为了控制工作面顶板,使顶板均匀下沉,保证回收率达到要求,每次只准放出顶煤的1/3到2/3。
放煤时间视顶煤厚度确定,但每次最长不得超过5分钟,然后调整挡矸链或用竹笆、椽子挡严,待工作面放煤口全部放完一遍后,再进行第二轮放煤。
完成第一循环,第二循环仍是单、双号间隔多轮放煤,依次进行,直到把顶煤放完、放净为止。
6、工作面支护
⑴、支护形式:
采用ZH1600/16/24Z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
支架主要技术参数
名 称
单 位
参数
备 注
普通支架
端头支架
支架高度
mm
1600~2400
支架长度
mm
3000
4000
翻转梁长度
mm
450
支架中心距
mm
1000
支柱直径
mm
110
支柱数量
根
4
移架步距
mm
800
额定工作阻力
KN
1600
额定初撑力
KN
760~1200
对应20~31.5Mpa
对底板最小比压
MPa
4.2
支护阻力760KN时
对底板最大比压
MPa
8.8
支护阻力1600KN时
支护强度
MPa
0.47
0.53
对应控顶距为3-4m。
柱鞋直径
mm
360
泵站压力
MPa
20~31.5
在20-31.5Mpa之间根据实际情况选用
工作液
M10乳化液
浓度3~5%
操作方式
顶梁为邻架操作,立柱为本架操作
7、移刮板输送机
(1)采面结束后,工作面浮煤、杂物清理干净,然后开始移刮板输送机。
(2)移刮板输送机必须从机头或机尾进行,严禁从中间往两头移或从两头往中间移。
刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢,与煤壁保持0.2m间距。
移刮板输送机后应及时打上机头、机尾压(戗)柱,盖好机尾盖板,否则严禁开机试运转。
试运转时,要先点动刮板输送机至少一次,严禁一次直接启动刮板输送机,待确认安全后方可启动运转刮板输送机
(3)工作面移机头、机尾时,采面刮板输送机必须停机,待机头(机尾)移过后在安全条件下才能进行开机。
8、采空区处理
采用全部垮落法处理采空区,要求冒落高度普遍大于1.5倍采高,当采空区冒落不充分(面积超过2×5m2)时,必须采取加固支架、采空区充填措施或制定强制放顶措施。
二、顶板支护设计
㈠、控顶距与放顶步距
该工作面最大控顶距3.8m,最小控顶距3.0m,放顶步距0.8m。
㈡、特殊支护
1、端头支护:
工作面设置上、下两个安全出口,每个安全出口采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,支架顶梁长4.0m,翻转梁长0.45m,宽1m,安全出口长4m,宽0.7m,净高1.8m。
2、超前替棚:
替棚长度自采面煤壁向前保持不少于5m,替棚时使用3.0~3.5mπ型钢梁配合单体液压支柱支护,严禁空帮空顶,支柱初撑力不低于90kN。
替棚后清理浮矸浮煤,保证巷道净高不低于1.8m。
3、超前支护:
采煤工作面上、下安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内,采取加强巷道支护,加强支护长度不少于20,距煤壁10m范围内打双排抬棚支护,10~20m范围内打单排抬棚支护,并设有专人维护,其支柱初撑力不低于90kN,净高1.8m,支柱用防倒链夹在铰接梁上防止倒柱。
行人侧宽度不低于0.7m,巷道断面满足通风、行人、运输等需要,超前支护范围内不得存放物料。
4、尾巷回收
上、下副巷随采随回,要求上尾巷与放顶线回齐,下尾巷可根据实际情况滞后放顶线1.5m回收,回收尾巷后放落顶煤,使用竹笆、椽子打严闭实。
㈢、顶板支护设计
1、煤层顶、底板
(1)、煤层顶、底板岩性(详见地质说明书)
(2)、顶底板结构
老底←直接底←煤层→直接顶→老顶
(3)、顶底板分类
直接顶为泥岩(再生复合顶),平均厚度为7.0m。
老顶为中粒砂岩(再生复合顶),平均厚度7.0m。
直接底为泥岩,平均厚度9.5m。
老底为L8灰岩,厚度3.5m。
根据34121(炮)、34141(炮)工作面观测结果分析,该工作面直接顶初次跨落步距为8~10m,老顶初次垮落步距为16~20m,老顶的周期来压步距为8~10m,属二类中等稳定顶板。
本工作面沿底回采,底板比压6Mpa,属二类中等稳定底板。
2、采场控制设计
工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。
⑴、支
要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。
在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。
因此,支护强度设计从这三个时期计算,取最大值即可满足要求。
A、直接顶初次跨落期间
直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切落在采空区,在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量,合理的支护强度为:
P1=(MALAYA)/(2L小)
=(7.0×10×2.5)/(2×3.0)=29.1t/m2
式中:
P1----支架支护强度t/m2
MA----直接顶厚度7.0m
YA----直接顶平均容重2.5t/m3
LA----直接顶初次垮落步距10m
L小----最小控顶距3.0m
B、老顶初次来压期间
要求支架在不被压死的情况下,应能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
P2=A+(MBYBCB)/(4ktL小)
式中A----直接顶作用力t/m²
A=MzYzL/L小
Mz----直接顶垮落厚度7.0m
Yz----直接顶平均容重2.5t/m3
L----最大控顶距3.8m
L小---最小控顶距3.0m
A=(7.0×2.5×3.8)/3.0=22.1t/m²
式中:
P2----支架支护强度t/m2
MB----老顶厚度7.0m
YB----老顶容重2.5t/m3
CB----老顶初次来压步距20m
kt----岩重分配系数3.5
L小---最小控顶距3.0m
Kt----岩重分配系数,直接顶厚度与采高之比
N/N=7.0/2.0=3.5Kt取3.5
P2=22.1+(7.0×2.5×20)/(4×3.5×3.0)
=30.4t/m2
C、顶板周期来压期间
在此期间,要求支架承担起直接顶,并能承担1/4老顶的作用力,以减缓老顶的来压速度,合理的支护强度为:
P3=A+MCYCCC/4ktL小
式中:
A----直接顶作用力t/m²
A=McYcCcL/L小
Mc----老顶厚度7.0m
Yc----老顶容重2.5t/m3
Cc----老顶周期来压步距10m
kt----岩重分配系数3.5
L小---最小控顶距3.0m
Kt----岩重分配系数,直接顶厚度与采高之比
N/N=7.0/2.0=3.5Kt取3.5
则P3=22.1+(7.0×2.5×10)/(4×3.5×3.0)=26.2t/m²
取以上最大值,合理的支护强度应为:
P=P2=30.4t/m2
④、工作面支护密度G(根/m²)
G=P/Fn
式中:
F----支柱工作阻力40t/根
n----支柱工作阻力利用系数0.85
P----最大支护强度取30.4t/m²
则G=P/Fn=30.4/(40×0.85)=0.89根/m²
实际支护密度为:
Gs=4/(1×3.8)=1.05根/m²
经验算Gs>G,故工作面支护强度可满足安全生产需要。
⑵、护
a、护帮顶:
ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架前后各2根立柱,支架老塘侧有左右挡矸板,每架4根挡矸链,顶梁为整体箱式结构,支架顶梁长3000mm,宽960mm,正常生产时,支架中心距1000mm,能够全面掩护顶板,可以满足护帮顶要求。
b、护底:
护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压,否则支柱下要穿铁鞋,该工作面支架立柱钻底量大于200mm时,支架立柱底部穿用Φ300mm的铁鞋护底,可满足护底要求。
⑶、稳
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力,为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生,须提高支柱的初撑力,控制复合顶板的初期离层,增大软硬岩层间的摩擦力。
P初=hr(cosα+sinα/f)/G实
式中:
P初----支柱初撑力KN/根
h-----复合顶板最大厚度7.8m
r-----复合岩层密度2.4t/m³
α-----煤层倾角8°
G实----支护密度1.05根/m2
f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5
则:
P初=[7.8×2.4×(cos8°+sin8°/0.5)]/1.0
=23.74t/根
=232.65kN/根
工作面实际支护密度为1.05根/㎡,则P初=23.74/根=232.65kN/根。
故:
工作面支架每根支柱初撑力保证在232.65kN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。
三、爆破设计
采用毫秒爆破进行爆破落煤,详见爆破说明书。
1、爆破器材的选用
选用MFB-200型网络测试数显发爆器,最大起爆能力100发,选用安全等级为三级的煤矿许用含水炸药。
采用1-5段合格的煤矿许用毫秒延期电雷管,桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6Ω,延期量及脚线标志见下表:
毫秒雷管毫秒量与段别标志表
段别
1
2
3
4
5
延期量
(毫秒)
<13
+10
25
-10
+10
50
-10
+15
75
-10
+15
110
-10
脚线标志
灰红
灰黄
灰兰
灰白
绿红
2、炮眼布置和装药量
a、工作面采高1.8~2.2m,采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机配长1mФ40mm的麻花钻杆打眼,采用“双排对子眼”布置炮眼,每架2眼,顶眼间距1m,距顶板0.8m,眼深0.8m;底眼间距1m,距底板0.3m,眼深0.9m。
详见炮眼布置图。
b、联线方式:
联炮必须采用串联,不得并联或混联,起爆顺序自下而上底、顶眼依次起爆。
(其联线方式见图):
-
2345
1234
3、起爆长度及装药量:
工作面采用一次打眼,分组装药,每组装药必须一次起爆,一次起爆长度一般为5m。
均采用正向装药,顶眼一般装药量150g,底眼一般装药量300g。
正向装药示意图
12345
1、雷管脚线2、炮泥3、雷管4、药卷5、聚能穴
4、封孔方式:
采用水炮泥封孔,并用黄土填满封实,要求封泥长度不低于孔深的一半。
详见爆破参数及材料消耗表
爆破参数及材料消耗表
项目
底眼
眼深
m
延期
时间
Ms
装药量g
封孔
黄泥
m
项目
顶眼
眼深
m
延期
时间
ms
装药量
g
封孔
黄泥
m
1
0.9
<13
300
0.4
2
0.8
150
0.4
2
0.9
300
0.4
3
0.8
150
0.4
3
0.9
300
0.4
4
0.8
150
0.4
4
0.9
300
0.4
5
0.8
150
0.4
底眼消耗
雷管
114
炸药
114×300
=34.2kg
顶眼
消耗
雷管
114
炸药
114×150
=17.1kg
每排巷炸药消耗量51.3kg,每排巷雷管消耗量228个
万吨炸药消耗量1487.7kg,万吨雷管消耗为6612个
封孔长度不少于0.4m,采用黄泥,水炮泥封孔
第三节通风及瓦斯监测系统
一、通风路线(详见通风系统图)
新鲜风→副井→中央轨下→-110大巷→34石门→34进风联巷→34运输下山→34142下联巷→34142下副巷→34142工作面(乏风)→34142上副巷→34142上车场→34辅助下山→34专回联巷→34专用回风巷→34总回风巷→陈沟风井→地面
二、风量计算
⑴、按工作面同时最多人数计算
Q1=4NK
=4×90×1.4=504(m3/min)
式中:
Q1-----采煤工作面所需风量m3/min
K---备用系数取K=1.4
N---同时最多人数为90人
⑵、按工作面一次放炮炸药消耗量计算
Q2=25A
=25×5(0.3+0.15)=56.25(m3/min)
式中:
Q2-----采煤工作面所需风量m3/min
A---一次爆破的最大炸药量,1.8kg
25---冲散每千克炸药爆炸炮烟所需风量m3/min
(3)、按瓦斯涌出量计算
A绝
Q3=——K
C
A绝=(114×3.0×1.4×4×0.8)/(8×60)
=3.2(m3/min)
3.2
Q3=------×1.2=384(m3/min)
0.01
式中:
Q3----采面所需风量m3/min
A绝--绝对瓦斯涌出量m3/min
C—采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯浓度小于1%
K—瓦斯涌出不均衡系数取1.2
根据以上计算取计算风量的最大值:
Q采=Q1=504(m3/min),根据郑煤集团生字[2008]9号文件要求,炮放工作面风量不得低于400m3/min,故该面风量取504m3/min。
⑷、风速验算
根据以上计算取最大配风量504m3/min,并进行风速验算:
V大=504/(60×1.8×3.0)=1.5m/s<4m/s
V小=504/(60×1.8×3.8)=1.2m/s>0.25m/s
经验算风速在0.25~4m/s之间,符合《煤矿安全规程》规定,因此34142炮采工作面风量配备504m3/min,符合《煤矿安全规程》和集团公司的有关规定。
三、瓦斯监控系统
1、工作面共安装四种安全监控设备,通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域:
一个监测分站(S),一个瓦斯电闭锁,一个馈电传感器,四个甲烷传感器(T1、T2、T3、T0)。
监测分站(S)安装在34运输下山的新鲜风流中,馈电传感器安装在34141变电所内的34142工作面的总截路开关上,并与平地瓦斯监测系统联网,瓦斯电闭锁由监测分站完成;里甲烷传感器(T1)安装在上副巷距工作面5~10m处;外甲烷传感器(T2)安装在34142上车场距34辅助下山10~15m处,(T0)安装在上隅角,(T3)安装在下副巷距工作面5~10m范围。
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。
按规定上隅角悬挂好便携式甲烷测定器,每班班长必须随身携带便携式甲烷测定器,以便随时检查瓦斯。
2、电源电缆及信号电缆敷设
⑴电源电缆:
从34141变电所引出四条供电线路:
第一条供给34142液压泵站,第二、三条并联供给34142工作面、下副巷胶带输送机、刮板输送机和潜水泵及综合保护,第四条供给34142上副巷无极绳绞车及综合保护。
⑵由监测分站引出四条信号电缆,第一条经过34142上联巷沿上副巷敷设至距工作面5~10m处接里传感器(T1),第二条经过34142上联巷沿上车场敷设至距34辅助下山10~15m处接外传感器(T2),第三条经过34142上联巷沿上副巷敷设至34142工作面上隅角接传感器(T0),第四条经过34142下联巷沿下副巷敷设至距工作面切巷5~10m处接传感器(T3)。
3、T0、T1、T2、T3报警点、断电点、复电点及断电范围
名称
报警点
断电点
复电点
断电范围
T1
1.0%
1.0%
<1.0%
工作面及其上、下副巷全部非本质安全型电气设备
T2
1.0%
1.0%
<1.0%
工作