3105工作面作业规程Word格式文档下载.docx
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E,倾角15—22度,根据85—8,86—1钻孔柱状与工作面上、下顺槽所实测的资料综合整理,该工作面煤厚8.28—7.59米,平均煤厚7.9米,工作面煤层倾角在15°
—25°
之间,切割局部坡度较陡,切割下部50米坡度在30°
—45°
,该地区煤层结构不稳定,二1煤内的夹矸局部没有。
储量计算表
走向长
(M)
倾斜长
倾角
(0)
平面积
(M2)
煤厚
容量
(T/M3)
地质储量
(万T)
回采率
(%)
可采量
(万T)
297
150
15--25
44550
7.9
1.38
48
80%
38
2、煤质情况:
Mt
Ad
Vdaf
Qnet.daf
FCdaf
Sd
R
工业牌号
1.7
12.27
16.74
31.36
91.00
0.36
瘦煤
3、顶底板情况:
伪顶局部发育为黑色泥岩,呈块状,含大量植物、化石,易塌落,厚0.2米,直接顶为砂质泥岩,呈现灰黑色,较致密,
含少量植物根部化石碎片,水平层理发育,局部砂质较高,裂隙充填,钙质胶结及黄铁矿,厚度在7.04—6.79米,平均厚度11.92米,根部化石厚度在1.97—2.03米之间,平均厚度2米。
三、地质构造
1、3105工作面受南艺背斜构造的影响,又在矿区的深度,工作面内断层较多,工作面的上、下顺槽有5条断层,断层的落差一般在2—7.5米之间,断层的走向N30°
—50°
,倾角在45°
—80°
之间,根据上、下顺槽所揭露的断层,将会给工作面开采带来困难,从整个工作面来看,3105工作面地质构造复杂,会给生产带来一系列影响。
2、对水文地质描述:
二1煤上13米有一层中细粒砂岩裂隙含水层,平均厚度5.8米,根据邻区资料,该含水层渗透系数K=0.0177—0.0415M/天,水质HCO3——CaMg,硬化度为0.491,PH=8.7属于裂隙微弱承压含水层,是二1煤的顶板直接充水岩层,二1煤下25米有一层灰岩溶裂隙,含水层(C3L8)平均厚5米,有溶蚀裂隙发育,含水比较充沛,该含水层与二1煤底板之间主要为砂岩,砂质泥岩岩层,对C3L8灰岩水具有一定的缓冲作用。
C3L8灰岩为二1煤底板直接充水岩层,渗透系数K=12.90m/d,水质HCO3——CaMg型矿化度0.32g,PH=8.1,属于富水性中等的岩溶裂隙承压含水层,3105工作面上方是3103工作面采空区积水区。
3、煤层瓦斯:
该工作面处于三水平南艺一采区的中部工作面,工作面的断层较多,瓦斯含量较大,瓦斯相对涌出量8—10立方米/T。
煤尘爆炸性指数为10.25—17.25%,煤的自然期一般在4.5—12个月。
第二部分采煤方法及回采工艺
一、工作面布置平面示意图:
见附图
二、采煤方法:
1、名称:
走向长壁后退式∏型梁网下全层炮采放顶煤。
2、采高确定:
根据工作面煤层厚度,液压支柱的有效支护高度及人员操作的便捷性,工作面采高定为1.8±
0.1.米。
3、放煤高度为6米,采放比例为1:
3。
三、回采工艺:
1、工艺流程:
采缺口→打眼→装药、准备→放炮→导主梁支护→清煤→导副梁支护、改柱→打顶板眼→顶板眼装药→顶板眼放炮→放顶煤→清煤→移槽、打柱。
2、落煤方式:
煤墙爆破落煤,老塘网下放顶煤。
①炮眼布置:
采用双排眼,齐眼布置见附图。
顶板眼单排眼见附图。
爆破说明表:
见表2-1
名称
眼深
(mm)
眼长
眼距
距顶
距底
炮眼角度
装药量
封泥
长度
起爆顺序
仰角
俯角
水平
卷
公斤
顶眼
1000
1040
700
600
800
1—2
0.15—0.30
≥500
1
底眼
1200
1240
300
2—3
0.30—0.45
顶板眼
5500
5720
1500
6—8
0.90—1.20
≥1000
2
爆破说明:
(1)装药人员根据工作面顶板情况及煤体硬度适当增减装药量,以增强爆破效果,并采用正向起爆。
(2)采用串联方式连线,顶底眼一次齐拉。
(3)煤墙采煤工艺完成后,放炮拉顶板眼炮。
(4)有关放炮的安全技术措施详见第六部分放炮安全技术措施。
3、装煤方式:
采用人工装煤
①放炮落煤后,必须进行敲帮问顶及时铺设金属菱形网,联严联密金属网接口,前导主梁护好顶板,然后方可进行清煤工作。
②工作面清煤,装煤时应做好洒水降尘工作。
③清煤人员必须在支架保护下进行工作,清煤前首先检查支架,支柱稳定性,牢固性,严禁空顶作业。
④清煤装煤做到从老塘到煤墙清到底板不得留有底煤。
4、放煤方式
①放煤采用三轮间隔放煤法,即:
放煤时先放1、3、5……然后放2、4、6……依次再放1、3、5……然后2、4、6……棚内顶煤依次循环。
②放煤步距1.0米,放煤口间距700MM。
③采用U型网口形式,网口规格400X400MM2,网口最低点距离槽沿100mm,网口采用断丝钳剪开,禁止超高,超大剪口,避免顶煤突出伤人。
④放煤时分段自下而上放煤,每组段距不小于20米,两个放煤口同时放煤不少于15米。
⑤放煤每组两人工作,一人观察顶板,一人放煤,放煤人员必须站在支架完好的放煤口上方,严禁进入无支护地点放煤也不得将身体伸入放煤口掏煤。
⑥放煤口若出现大块煤堵口,应用长把工具进行处理,严禁直接用手掏煤。
⑦放煤过程中,若出现支架松动、变形、煤壁片帮,应停止放煤,进行处理。
⑧每一放煤口,均必须将煤放净,当老塘出现大量矸石时,停止放煤。
⑨放煤完毕后,用绳子将放煤口补好,联放煤口时联严联密,避免老塘冲矸推棚伤人。
⑩放煤后,若支架出现歪扭,支柱有迎、退山过大现象时,应及时改正。
5、运煤方式:
①运煤方式:
采用SGW—40T刮板输送机和皮带输送机运煤。
②工作面铺设一部刮板输送机,下顺槽铺设二部刮板输送机,顺槽输送机的启动,停止以信号为准。
③运输信号:
使用电传信号,信号规定:
一下停机,二下开机,三下倒转。
④煤墙装炮时,不准开槽,清煤或放顶煤时必须开槽。
⑤各部槽头必须有洒水喷雾,开槽开水停槽停水,做到湿煤不洒水,洒水必须喷雾。
⑥各部输送机之间搭接合理,搭接高度不低于300mm,顺槽固定节后设回煤坑,规格为400×
500×
500mm3,,回煤坑内及时清煤,保证底链不拉回头煤。
6、支护形式:
工作面使用DZ-2200型单体柱,2.4米∏型梁组成的基本支架。
基本支护为对棚五柱,主梁一梁三柱,副梁一梁二柱。
棚距700mm,梁间距200mm,齐梁布置,每对棚二根贴帮柱,打到梁头,工作面三排支柱,排距:
人行道1000mm,机道1000mm,工作面支柱直线,偏差不超过±
100mm。
7、移溜方式:
利用短单体柱(800㎜)人工推槽。
8、放顶方法:
采用人工回柱放顶,倒滞后梁放顶。
放顶工序与其它工序的配合:
工作面浮煤清净后,落滞后梁老塘侧支柱并移到前导梁煤墙侧打好、再落滞后梁煤墙侧支柱,老塘侧的槽边柱,前移该梁放顶,然后升中间柱,在升两侧支柱,由于放顶时,顶板压力较大,所以,放顶前对先导到煤墙的主梁支柱进行二次注液,并挂好防倒小链。
9、设备及工具配备一览表(表2—1)
序号
设备名称
规格型号
数量
单位
煤电钻
SMG-12A
4
台
放炮器
MPB-30
个
3
刮板运输机
SGW-40T
乳化液泵
XRB2B-80/350
5
运料绞车
SD-11.4
表2—2
序
号
工具
单
位
备
注
备注
炮棍
根
30
6
铁锨
把
60
回液勾
7
尖钎
12
注液枪
20
8
断丝钳
把
手镐
9
大锤
10、备用材料:
材料数量及规格:
荆背或旧坑木200根,钎子:
长2米,100根
菱形网1.3×
1.5㎡,小笆0.8×
0.5㎡,100块
单体柱:
50根,∏型梁2.4米20根,3.6米6根
铰接顶梁:
20根
第三部分生产系统
一、概述
3105工作面上下顺槽长297米,切割长度150米,上下顺槽支护形式工字钢对棚,棚距500㎜,,巷道断面6.24㎡。
二、生产系统
1、运煤系统:
① 运煤路线:
3105工作面运煤系统从工作面→下顺槽→3105顶板巷(皮带巷)→31采区皮带巷→三水平主皮带。
② 运输设备型号:
SGW—40T,运输能力120T/H,三台,工作面一部,下顺槽两部。
③技术安全规定(见第六部分机电安全技术措施)
2、运料系统:
① 运料路线:
主轨道→独立回风上平台→独立回风五车场→上顺槽。
② 材料管理:
所有备用材料均码放整齐,且挂牌管理。
备用材料数量及规格:
荆背或旧坑木200根,穿钎:
长2米,100根:
金属网1.3×
1.5㎡,200卷,小笆:
长0.8米,宽0.5米,100。
大笆:
200×
800mm50块,半木:
¢180mm×
2m50根。
50根,∏型梁2.4米20根,3.6米∏型梁6根。
3、通风系统:
① 通风线路:
三水平主皮带→31采区皮带巷→3105顶板巷(皮带巷)→下顺槽→工作面→上顺槽→31采区专用回风巷。
② 通风系统图(见附图)
③ 风量计算
(1) 按瓦斯最大涌出量计算
Q=100K×
C=100×
6×
1.2=720m3/分
式中:
K—通风系数取1.2
C— 瓦斯绝对涌出量
(2)按回采工作面最多人数计算
Q=4NK=4×
100×
1.2=480m3/分
Q—工作面所需风量
N—工作面同时工作最多人数
(3)按炸药量计算
Q=25A=25×
15=375m3/分
(4)按良好的气候条件下计算
Q=60V采S采=60×
1.2×
1.9×
2.4=328.32m2/分
V采—良好气候条件下风速取1.2m/秒
S采—回采工作面平均断面积(1.9×
2.4)
通过上述计算工作面风量取最大值720m3/分
(5)风速计算
V=Q/S=720/1.8(2.4—3.4)×
60=1.97—2.78M/S
符合0.25<
V<
4符合安全规程要求,所以本工作面风量为720M3/分。
④ 通风、瓦斯管理措施:
(1) 工作面上下顺槽断面符合规定,设备材料存放整齐,保证通风畅通。
通风区保证风量达到设计要求。
⑵ 工作面下机尾最多落后一排,上隅角超前放顶一排,减少上、下两端压差,提高通风效果。
(3) 瓦斯聚积时,要设置风帐吹散瓦斯,严禁瓦斯超限作业。
(4)跟班干部、班长、机电维修工下井时必须携带便携式瓦检仪。
⑤ 瓦斯监控设施的安装和管理:
瓦斯自动检测断电仪,加强瓦斯监测,在距上隅角切顶线,顶板下帮200—300㎜处悬挂探头,报警浓度1%,当瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,进行处理,上顺槽距工作面小于10米处安装一个断电探头,报警浓度1%,断电浓度1.5%,上顺槽回风巷距出口10—15米处安装一个断电探头,报警浓度1%,断电浓度1%,所有探头复电均小于1%,断电范围为工作面及回风巷中全部非本质安全型电器设备。
4、防尘系统
① 供水灭尘系统示意图(见附图)
② 防尘设施及措施
(1) 工作面上、下顺槽距工作面50米之内布置两道水幕灭尘,各转载点设机头喷雾,开槽即开喷雾。
(2) 放炮前后要洒水灭尘,放炮时使用水炮泥。
(3) 工作面沿煤壁每隔5米与水平成45度角,向顶板倾斜打8米深注水眼,距顶板800㎜用高压泵隔排注水灭尘。
(4) 上、下顺槽安装隔爆水袋,按巷道断面计算水量不得小于400升/㎡。
5、灌浆系统:
① 灌浆系统:
31采区专用回风巷→3103工作面回风巷→上顺槽→工作面。
② 灌浆方式:
采用埋管方式。
③ 灌浆系数:
浆液水土比不超过5:
1。
④ 防灭火措施:
1) 提高放煤回收率同时加强采空区注浆工作,防止煤炭自燃。
2) 工作面上、下机窝每推进15米,垛一次煤袋,倾斜长6米,走向长度5米煤袋接顶煤底。
3) 机尾15米必须沿倾斜吊挂风帐,风帐接顶接底,严防向老塘漏风。
加强对采空区温度检查,通风区定期抽样化验。
6、供电系统:
① 供电系统图(见附图)
② 安全技术管理规定:
1)井下电气维修工工作期间,应佩带电工常用工具及与电压等级相符的验电笔。
2)停电后须验电,放电,使用仪器仪表经瓦斯检查员允许后方可进行,瓦斯浓度不得超过1%,并悬挂“有人工作,禁止送电”警示牌。
3)运行中馈电开关的短路,过负荷,漏电保护应保持完整,不得随意更改整定值。
检漏继电器跳闸后,应查明原因和故障性质及时排除才能送电,禁止在甩掉检漏继电器的情况下,对供电系统强行送电。
停送电应安排熟悉供电系统的人员操作。
7、瓦斯抽排系统
① 抽排管路布置图(见附图)
② 抽排系统:
3105工作面上顺槽→31采区专用回风巷→南翼瓦斯泵站→南翼总回风→地面。
3105工作面下顺槽→31采区皮带巷→三水平主皮带→二水平主轨道→付井→地面。
③ 抽排方法:
采用本煤层钻孔抽放和高位裂隙钻孔抽放技术。
④ 抽排管理、瓦斯抽放率24%抽放设计见通防科设计。
第四部分顶板管理
1、工作面支护设备型号及主要技术参数见表4-1
型号
技术参数
单体柱
DZ-2200
∏型梁
3.6米2.4米
铰接梁
HDJA-1000
乳化液泵:
XRB2B-80/350,额定工作压力35MPa,额定流量80L/min。
2、工作面支护密度计算
①工作面顶板压力计算
P=6MVK=6×
2.5×
1.4=39.9(T/㎡)
式中:
`P—顶板压力
M—采高,按最大值1.9M
V—上覆岩石比重,2.5T/M3
K—安全系数,取1.4
②支柱实际支撑力
R=R1×
R2×
R3=0.9×
0.9×
30=24.3(T/根)
P—支柱实际支撑力
R1—支柱增阻系数
R2—支柱不均衡系数
R3—支柱额定工作阻力
③棚距的确定:
S=N/HL=5/1.64×
3.4=896(mm)
S—棚距N—对棚所配单体柱
H—支护密度L—最大控顶距
④特殊地点支护强度验收
上机头大棚与安全口:
R.N-P.S1=24.3×
24—39.9(3.6×
2)=295.5>
R—支柱的实际支撑力
N—上机头大棚及安全口内支柱数
P—顶板压力
S1—上安全口与机头大棚的面积
对于下机头大棚及安全口
K.N-P.S2=24.3(24+12)-39.9×
[(3.6+1.5)×
2]=467.82>
R—支柱实际支撑力
N-下机头大棚及安全口内的支柱数
P-顶板压力
S2-下安全口与机头大棚的面积
根据以上计算,对棚二梁五柱时,棚距不应超过896㎜,本工作面棚距规定为700mm,可满足工作面支护要求。
3、工作面顶板管理:
①工作面支架布置示意图(见附图)
⑴工作面基本支护采用2.4米∏型梁配单体柱支护,对棚五拄。
⑵主梁一梁三柱,副梁一梁二柱,棚距700mm,梁间距200±
50mm。
⑶工作面最大控顶距3.4米,最小控顶距2.4米,工作面支护高度1.8±
0.1米,放顶步距为1.0米。
②支架工序进行顺序及与其它工序配合
⑴工作面顶板维修好后,进行改柱工作,即将主梁老塘侧柱改到付梁槽边升紧。
⑵放炮后,立即进行铺网,铺联网时人员站在支护完整的地方进行,然后导主梁超前支护、清煤,并将原付梁老塘柱打到前导梁煤墙侧升紧。
⑶前导原付梁打柱并将原主梁中间柱改到原付梁煤墙边升紧,到此完成整套支架工序。
⑷采缺口时将机头大棚先导至煤墙,齐梁布置,一梁三柱。
然后开始采缺口。
⑸采上缺口时,放炮后前导机头大棚至煤墙,齐梁并进。
⑹采下缺口时,放炮后前导2.4米∏型梁,一梁三柱支护。
⑺放顶时二人一组,一人落柱,一人观察顶板及周围情况,并进行保护。
⑻升柱、落柱时注意慢升慢降,随时注意顶板活动,并采取相应措施。
4、工作面上下安全出口与端头管理
①支护方式:
上机头大棚采用3.6米∏型梁配单体柱支护,五对十根(含一对机头抬棚)棚距600mm,梁间距200±
50mm,上安全口沿顺山方向倾斜铺设两块长2米的板料,板料间距500±
50mm,抬棚与第一对机头棚棚距不超过700mm,上机头大棚与上安全口联合支护,最大控顶距4.6米,最小控顶距3.6米,支护高度1.8米。
下机头大棚采用3.6米∏型梁配单体柱支护,五对十根(含一对机头抬棚)棚距600mm,梁间距200±
50mm,下安全口与上安全口支护形式相同,即沿顺山方向倾斜背两块长2米的板料,板料间距500±
50mm,用四根2.4米的∏型梁配单体柱支护一梁三柱,棚距500±
50mm,最大控顶距4.6米,最小控顶距3.6米,支护高度1.8米。
上下顺槽10米超前替棚顺山铰接三梁三柱,替棚内靠上下邦打设10米双抬棚,上顺槽下帮、下顺槽上帮在双抬棚外打设10米单抬棚,单抬棚外20米打加强点柱,支护高度安全口外20米不低于1.6米,20米以外不低于1.8米。
1、回采支护形式表4—2
表4—2
支架形式
梁柱规格
梁柱配合
背顶
柱窝
(㎜)
棚距
迎
山
角
度
普通支架
对棚齐梁直线柱
2.4m∏型钢梁
DZ—2200单体柱
二梁五柱
金属网
背木
100
特
机头大棚
对棚齐梁
并进
3.6m∏型钢梁
一梁三柱
同上
殊
机头
抬棚
支
架
下缺
口支架
单梁
直线柱
500
超前
替棚
顺山铰接
HDJA-1000梁DZ-2200单体柱
三梁三柱
走向铰接
齐梁并进
一梁一柱
备注:
①随着工作面长度不断增加,工作面及时加梁、加柱。
②下顺槽运煤巷及料场必须有备用料,并且挂牌管理,码放整齐。
③支柱迎山角度根据底板现场坡度<250每60—80迎10,>250,每20-30迎山10。
5、上、下顺槽替棚措施:
①工作面向外,上下顺槽10米之内用单体柱配铰接顶梁进行替棚,替棚时两人配合作业,应先在原顺槽两工字钢棚沿倾斜加上单体液压支柱配铰接梁,三梁三柱,倾斜铰接,棚距600㎜,然后去掉原工字钢棚。
②去工字钢棚时,必须在掘进梁两端各打一根单体液压替柱,然后去掉两邦柱腿,最后回柱降梁,替下的工字钢及时运到指定地点,码放整齐。
③替棚时,顺槽的假顶铺设方法同工作面铺设方法,要背好帮顶,避免帮顶流煤,替棚范围内,上下帮打好双抬棚,抬棚用单体柱配铰接梁,一梁一柱。
④上顺槽下帮、下顺槽上帮距安全口10—20米范围内打10米单抬棚,其支护方式同双抬棚。
⑤替棚后要清好浮煤杂物,保证安全口外20米范围内高度不低于1.6米。
⑥工作面支架需要量见表2—3
DZ--2200
铰接顶梁
∏型钢梁
2.4米∏型钢梁
3.6米∏型钢梁
690
260
缺口支架
超前双抬棚
40
超前单抬棚
超前替棚
加强点柱
50
机头抬棚
小计
974
120
264
备用
10
合计
1074
350
274
28
6、顶板管理措施
⑴严格执行敲帮问顶制度,班组长进班后对工作面安全情况进行全面检查,发现问题及时处理,确认安全后,方可安排各项工作。
⑵工作人员随时注意顶板采空区,支架变化情况,有问题处理要果断及时。
⑶煤墙梁端到煤壁顶板冒落高度不大于200mm,梁端距不大于100mm,否则必须在煤壁侧挂金属网或打好顺山抬棚护好顶板。
⑷当上一排顶板为空冒顶地段时,必须架好顺山抬棚,增加支架的整体支护能力,当排顶板为空冒顶时,要用板料或背木填充接实顶板,将顶板维修好后,方可继续生产。
⑸放炮前,放炮地点的支柱进行二次注液,保证初撑力不小于90KN,并挂好防倒小链。
放炮后有崩翻的柱子要及时扶正、打牢。
⑹严禁空顶作业。
⑺工作面不得存在歪扭棚,丁字棚及其它不正规支护方式。
⑻支柱迎山合理,禁止出现迎山或退山过大现象。
支柱迎山角度根据底板现场坡度<25°
每6°
—8°
迎1°
,>25°
,每2°
-3°
迎山1°
。
⑼工作面控顶范围内按采高每米顶、底板移近量≤100mm。
⑽工作面不能出现台阶下沉。
⑾工作面所有支柱严禁超高支护。
⑿工作面禁止拉大炮,有片邦空顶地段采煤时,原则上用
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