02残采工作面作业规程Word文档下载推荐.docx
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K3煤层综合柱状图
第3节 煤层顶底板
第4节 表3煤层顶底板岩性及特征
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
基本顶
中粒砂岩
4.2
灰白色石英砂岩
直接顶
砂质泥岩和
粉砂岩
1.53-2.06
砂质泥岩为灰色含小白云母片,粉砂岩为灰色含小白云母片
伪顶
炭质泥岩
0.22
灰黑色
直接底
炭质泥岩和五1煤
0.14-0.2
炭质泥岩为黑色,五1煤为黑色块状暗煤为主
基本底
细砂岩
3.72
灰白色
第四节地质构造
褶曲情况及对回采的影响
根据现有巷道揭露资料分析,在推进过程中会出现小褶曲,对采面无大的影响。
第五节水文地质
根据资料查明及掘进揭露情况,此区水文地质简单,工作面无老空积水,在采面推进过程中不会出现淋水现象。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它因素
表4影响回采的其它因素见表
瓦斯
属于低瓦斯工作面。
CO2
属于低CO2工作面,涌出量极小。
煤尘爆炸指数
通过2008年9月瓦斯鉴定提供的检验报告,具有中等强度爆炸性,煤尘爆炸指数为26.54%。
煤的自然性
煤的自燃等级为Ⅱ级,不易自燃,至今未发生煤层自然现象。
地温危害
无
冲击地压危害
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
4625吨。
可采储量;
本矿炮采工作面回采率95%,可采储量4625吨。
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度÷
月设计推进长度
=47÷
47m/月=1个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采煤工作面巷道布置
工作面采用走向长壁布置,运输大巷、回风巷、布置在煤层中,上帮沿底,下帮挑顶,上、下顺槽都沿煤层底板掘进。
1、运输大巷沿煤层走向布置在K3煤层中,巷道总长度为57m,巷道为梯形,上宽2m,下宽3.0m,中高1.8m,巷道净断面4.5m2。
2、上顺槽布置在下运输顺槽以上的同一煤层中,距运输大巷37m,下运输顺槽与采区运输巷相接,完成工作面的运输。
3、上顺槽与总回风巷相通,保证工作面有足够的风量带走回采时工作面涌出的瓦斯。
附图2:
残采Ⅱ工作面位置及巷道布置
第二节采煤工艺
一、工艺流程
打眼→放炮→挂梁攉煤→运煤→移溜→纫柱→回柱放顶→维修
二、采高和循环进度
1、正常回采期间,采高随煤层厚度确定,平均1.2m,工作面走向长度57m(保留10护巷煤柱),倾斜长度37m。
如遇局部煤层变薄可以破顶回采,保证采面高度1.6m,特殊情况制定补充措施。
2、循环进度:
1.0m。
三、落煤
1、工作面落煤、装煤及运煤方式:
采用微差爆破落煤;
采用人工装煤,辅以爆破自装,采用SGB-420/30刮板运输机运煤。
2、爆破方法,炮眼布置方法:
采面采用打通排眼,分组装药,但一组装药必须一次起爆;
装药方式:
正向装药;
连线方式:
串联。
每组装药必须一次爆破并且长度不得超过10m。
炮眼布置采用“双排三花眼”布置方式。
见炮眼布置示意图。
每个炮眼装药两卷,采用水炮泥和粘土炮泥封眼,炮泥总长度不低于500mm。
具体见炮眼装药结构图。
3、爆破说明书(参见下表)
炮眼特征
名
称
距
离
位置角度
眼深
(m)
利用率
%
装药量
kg
距底(m)
距顶(m)
仰俯水平(°
)
顶眼
1.6
0.2
90
1.2
95
0.40
底眼
0.8
0.4
75
爆破经济分析表
顺序
项目
单位
说明
1
打眼工具
型号
MZ-12
煤电钻工作面打眼
台数
台
2
炮眼特征
循环眼数
个
22
平均深度
m
1.0
循环炮眼长度
12
3
炸药
炸药种类
乳化炸药
每孔装药量
kg/孔
循环用量
8.07
4
雷管
种类
毫秒延期雷管
5
封泥
粘土炮泥
大于0.4
水炮泥
封泥长度
大于0.5
四、装运煤
工作面放炮后,由人工将放落的煤装入刮板输送机,由刮板输送机运出;
机巷采用刮板输送机运煤,运输巷650mm皮带运输。
五、工作面支护及采空区处理
(一)工作面支护
1、支护形式:
工作面采用DZ型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用,支护方式为齐梁直线柱形式,支护形式为一梁三柱,柱子打在π型钢梁距梁头0.3米处,挂梁方式为分段自上而下,掏一棚架一棚,不准空顶作业。
正常生产时采用三梁四柱管理。
型号
项目
DZ10-30
100
DZ12-30
DZ14-30
DZ16-30
DZ18-30
DZ20-30
最大高度(mm)
1000
1200
1400
1600
1800
2000
最小高度(mm)
685
792
900
1005
1110
1215
工作行程(mm)
315
408
500
595
690
785
额定工作阻力(KN)
300
初撑力(KN)
缸直径(mm)
全行程降柱时间S
<
10
14
16
18
20
升柱时间S
泵站压力Mpa
≥18
质量kg
32.07
36.34
39.91
41.5
45.2
49.2
表7单体支柱和技术特征表
2、支护质量
(1)工作面支柱、梁要编号,编号要清晰。
(2)支柱打成一直线,排距1000mm,柱距600mm,偏差均不超过±
100mm;
端面距不大于300mm。
(3)支柱支设应垂直顶底板,迎山有劲,迎山角为5°
,工作面支柱必须全承载。
(4)支柱钻底时要穿靴,禁止穿双靴戴双帽,初撑力不得低于90kN,采面要坚持二次补液。
(5)工作面顶梁挂设平直,梁头垂直指向煤壁,梁与梁之间相互平行。
六、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×
S×
h×
r×
c=(65×
1.0×
1.2×
1.45×
97%)t=105.9t
式中W---工作面正规循环生产能力,t;
L---工作面平均长度,m;
S---工作面循环进尺,m;
h---工作面设计采高,m;
r---煤的密度,t/m3;
c---采出率,%;
附图3工作面支架布置示意图
第三节设备配置
表8工作面机电设备配置表
设备名称
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
煤电钻
KBZ-4/127V
额定电压:
127V
额定功率:
1.2千瓦
工作面刮板运输机
SGB-420/30
部
660V
30千瓦
输送量:
80T/时
链速:
0.88m/s
机巷刮板运输机
SGD-320/17
40T/时
0.59m/s
乳化液泵站
XR-WS640
额定流量:
80/min
功率:
37千瓦
一台备用
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、单体支柱支护强度验算
1、采用经验公式计算支护强度。
Pt=9.81×
k
=(9.81×
2.5×
7)
=206
式中Pt——工作面合理的支护强度,kN/m2;
h——采高,m;
r——顶板岩石的密度,t/m3,一般取2.5;
k——工作面支柱与支护的上覆岩厚度与采高之比,一般为4--8
2、参考60150工作面观测资料,选择本工作面矿压参数表9,最大平均支护强度190kN/m2
3、选择工作面支护强度。
根据以上计算和观测数据,190<
223.2,因此工作面支护强度应大于206kN/m2。
4、支柱实际支撑能力。
Rt=kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
R
=(0.99×
0.95×
0.9×
300)kN
=253.9
式中Rt——支柱实际支撑能力,kN;
kg——工作系数;
kz——增阻系数;
kb——不均匀系数;
kb——采高系数;
ka——倾角系数
R——支柱额定工作阻力,kN。
5、工作面合理的支护密度。
n=pt/Rt=206/253.9=0.81
式中n---支柱的支护密度,根/m2。
表9预计工作面矿压参数参考表
序号
同煤层实测
本面预计或选取
顶底板条件
直接顶厚度
3.5
基本顶厚度
4.0
3.8
直接底厚度
0.7
直接顶初次跨落步距
5-10
初
次
来
压
来压步距
6
8
最大平均支护强度
kN/m2
190
206
最大平均顶底板移近量
M
来压显现程度
明显
周
期
80
平
时
120
60
直接顶悬顶情况
7
直接顶类型
类
Ⅲ
基本顶级别
级
9
巷道超前影响类型
6、根据规定要求,工作面基本支架的排距为1.0m,则基本支架的柱距:
L柱=1.0÷
(L排×
n)=1.0÷
0.99=1.01m
式中L柱——工作面基本支架的柱距,m;
L排——工作面基本支架的排距,m。
取基本支架的柱距0.6m。
7、合理控顶距的选择。
根据该工作面顶底板条件,该工作面采用“三·
四”排管理,见四回一。
8、支护设备选择。
根据上述有关参数,结合采高因素,本工作面选用DZ型外注式单体液压支柱与π型钢梁配套使用。
二、乳化液泵站设计
1、液压管路:
泵站→回风巷超前棚→工作面→机巷超前棚
2泵站及管理要求:
(1)泵站设备的维修管理由采煤队维修工负责。
(2)泵站司机上岗,严格执行操作规程及交接班制度,必须配带乳化液浓度配比计且认真填写乳化液浓度检查记录。
(3)泵站压力超过18MPa,乳化液浓度达到2%--3%,有配比和检测手段,配液用水为中性水泡油型,且泵站周围不得有积水、积物。
(4)油箱必须有过滤网,正常情况下油箱盖必须盖好。
(5)泵箱的自动给液装置应配备齐全完好,严禁开空泵,乳化液漫油箱。
(6)开泵时检查泵站和液压系统各部件,达不到完好标准不准开泵。
(7)注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐,注液枪使用后应悬挂在人行道两侧,不得放在地上。
(8)液压管路无跑冒滴漏现象,密封圈和油管损坏后及时更换。
(9)泵压由检修工调定,其他人员不得调整,正常情况下只准开一台泵,另一台泵备用,若有损坏及时修复。
(10)更换液压管或液压管密封时,应停泵或关闭断路阀。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方法
1、用全部跨落法管理顶板。
2、控顶距及放顶步距:
工作面正常地点最大控顶距4.2米,最小控顶距3.2米,机头机尾处最大控顶距5.2米,最小控顶距4.2米,具体规定正常地点见四回一,机头机尾地点见五回一,放顶步距离1米.
二、回柱放顶方法
1、回柱方式
采用人工的方法进行回柱
2、回柱顺序
清理柱脚→挂回柱器→卸载→拉柱→回收铰接顶梁
3、操作方法
(1)放顶工作人员进入工作地点后,首先要检查支架及顶板情况,发现支架严重变形或缺梁少柱等情况,应先维护整修支架,缺梁缺柱补齐,并进行二次注液后,再开始工作。
(2)放顶前必须清理放顶排浮煤,并将放顶范围内的杂物清理干净,选择好退路,做好放顶准备工作。
(3)正常放顶为两人一段,互相照顾配合工作,放顶顺序由下向上,由里往外,放顶要求安全迅速,回净塌实,分段放顶距离不小于15米,15米内严禁采放平行作业。
(4)对放顶困难地方,班长或组长指定一名技术熟练的老工人,进行操作,班组长必须现场指挥确保安全。
(5)严禁在控制区内提前摘柱,放顶前必须先打双柱。
(6)放顶回出的梁必须整齐地放在本棚的材料排,回出的支柱必须全部打在该棚对应梁上,工作面内严禁出现空载柱。
(7)回柱卸载时要用专用工具,不准用绞车或溜子回撤,如出现“死柱”时,可用掏底、刨顶或用回柱器的方法回出,严禁炮崩。
(8)端头支架放顶时一定要有经验的老工人观看顶板和操作,并选择好退路,有危险预兆时,要立即处理或撤离危险区。
(9)分段回柱时,要选择顶板完好,悬臂较短,压力较小,最后一根柱容易回出的地方。
(10)回柱时必须按八项操作要令进行,即①问顶板;
②松掉矸石;
③清理好退路;
④打好超前支柱;
⑤招呼周围人员;
⑥回出支柱;
⑦运出支柱;
⑧支柱打在梁顶上,梁整齐竖放在材料排。
(11)回柱人员必须脸朝老塘,站在回柱上方棚档内安全地方,背对出口,姿式要便于退出。
三、初次来压及周期来压安全措施
(1)在工作面和采空区内设信号柱,以便在来压时能及时报警。
(2)初次来压期间,根据情况可适当加大工作面控顶距,或增设木垛,临时柱,矸石带等。
(3)努力实现正规循环作业,加强工作面进度,以保证煤壁完整性,使之具有良好的支撑作用。
(4)在有大面积顶板压力大时,最后回撤独立承压死柱时,如果正常回不掉时,要停止回柱,在周围补打临时棚或点柱,必要时可根据情况压小木垛,等顶板稳定时用镢头刨窝,再用回柱器直接回柱,回柱时把所有人员均撤到危险范围之外。
第三节回采巷道及端头顶板管理
一、端头支护
工作面上下端头各使用四根长3.6m的“π”型钢梁配合单体液压支柱支护,保证一梁三柱,与机头机尾一起前移,严禁出现“T”字棚和缺梁少腿现象,工作面机头机尾与上下机巷的搭接处要使用一根3.6m长的“π”型梁抬柱上回风巷下帮,下机巷上帮的梁头,随运输机转移,确保一梁三柱。
二、两巷及超前管理方法
工作面下安全出口及上回风巷的上下帮必须架设超前支护抬棚。
距煤壁20m范围内打双抬棚,并且要架设牢固,符合质量要求,同时还必须保持煤壁齐以外20米范围内无断梁拆柱,无废料堆积,畅通无阻。
绑齐绑牢防倒绳,所打的超前抬棚在顶、底板条件较好地段初撑力必须达到6.5Mpa以上,顶板破碎及坑木腐朽或巷道内有冒顶架楼地段初撑力不得低于3Mpa。
三、上、下出口及两巷维护要求
1、加强上、下出口管理,自工作面煤壁线向外20m范围内,保持巷道净高不低于1.6m,人行道宽度不小于0.7m;
机巷超前靠上帮,回风巷超前靠下帮。
2、两巷净高不得小于1.8m,行人侧宽度不小于0.7m,断面最底不小于设计断面的80%。
3、支柱必须穿柱鞋,绑齐绑牢防倒绳,初撑力达到标准要求。
4、加强两巷维护,发现棚子变形、片帮、漏顶要及时维护,确保两巷支架完整,无断梁折腿,无空帮空顶。
5、巷道无积水,无浮矸杂物,柱梁、材料、设备等必须挂牌,固定地点,堆放整齐,严禁乱堆、乱放。
6、回出的工字钢及从工作面运出的坏柱、坏梁要及时装车运走,不得影响通风、行人及运输。
7、下机巷回出的工字钢梁、腿以及采面的坏梁、柱严禁从刮板运输机上往外运,必须有人工运出到运输大巷装入矿车打平地。
8、两巷超前支护方法,工字钢棚加强维护:
(1)先套坑木棚,后拉工字钢棚。
(2)套棚时先在顶梁工字钢两端各打一点柱,然后拉掉棚腿,拉棚腿时要先挖好腿窝,然后再拉,避免强拉硬拽以防伤人。
9、下机巷刮板运输机滞后长度为3m,超过采面刮板运输机3m时,需及时对下机巷的刮板运输机槽子进行拆除,避免滞后距离太长影响回撤,回撤时严格执行“三大规程”的有关规定,保证安全。
第四节矿压观测
一、工作面的矿压监测
1、监测工作必须按有关文件要求执行,把监控工作纳入正常技术管理中,切实掌握支护质量和顶板动态,及时消灭死角,把好安全关。
2、安装工作面和初放期间,支柱必须全部监测,正常回采期间,第一排支柱的监测率不低于30%,第二、第三排不低于10%,有重点有选择地监测,发现达不到要求应及时补液。
3、跟班人员带测压表进工作面,认真填写当班发现的问题及处理办法,遗留问题要附处理意见。
4、值班人员对当天反馈的信息,在班前会上向职工及时贯彻,分析原因,并提出处理意见。
5、生产科对原始数据和记录要认真检查,并上报矿领导,将结果反馈给采煤队。
6、质量管理员必须对支柱进行精心测量,认真填写,不得乱造数据,上井后及时将数据交生产科。
7、对工作面上、下端头破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱三班全部监测,以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。
二、支护质量监测
每旬由生产科不定期对工作面和两巷支护质量动态检查两次,对存在问题,由采煤队立即整改。
监测内容要包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等
三、观测时间要求
1、工作面:
观测到老顶初次来压和6次同期来压。
2、支护质量监测:
整个生产期间。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、出煤系统
(一)运输设备及运输方式
工作面回采出的煤通过工作面刮板运输机(1部)运至运输巷、经机巷刮板运输机(2部)经皮带到矿车,人工或电瓶车运输至车场,经主立井罐笼提升至平地。
(二)推移方式
1、移溜子机头、机尾时,要先将四根长梁按规定架好、在整修支架时,要按先支柱后回柱的原则进行维修。
2、工作面要严格执行停溜不移溜的原则,但在移溜子头,溜子机尾以及有问题的地方时,必须停止溜子后再移溜。
3、溜子机头、机尾移过后,首先按规定打好压机点柱然后再试溜,无问题后,再使溜子正常运行。
4、工作面溜子机头不准用平巷末部溜子拉,若特殊情况下,需要用末部溜子拉移时,施工单位必须制定措施同意后方可执行,必须有专人看管开关,专人传递信号,要确保末部溜子按钮灵活可靠,移溜时煤壁侧严禁站人,所有人员必须站在安全地方,并用信号进行联系由值班队长统一指挥。
5、移工作面溜子机尾时,可用单体液压支柱推移,机尾煤壁侧严禁站人,而且其它人员必须站在支架完整的安全地点,推移机尾人员随时观察移动情况。
6、工作面移溜时必须按顺序移溜或统一移溜,严禁顶死弯或把溜子顶错节。
7、移溜时还必须注意保护工作面电缆,高压水管,防止损坏。
8、推溜子前,工作面支架必须完整,行人排顶板有推力或顶板破碎时要打戗柱加强维护,凡推过溜子的地方,应及时打设支柱。
9、移溜子前,把煤墙排和行人排的浮煤清净,否则,不准移溜。
(三)煤炭的运输
运煤系统:
煤由工作面刮板运输机→运输巷皮带机→经皮带装入矿车→溜煤斜巷→上山皮带→+990水平大巷——地面煤场。
二、运料系统
(一)设备运输方式
工作面需要的材料、设备等物资。
矿车、卡子车等,通过副井平硐运至工作面。
(二)材料的运输
运料系统:
附运输示意图
第二节通风与监控系统
一、通风系统
(一)通风系统
风流方向:
+990水平大巷、轨道上山巷→皮带上山→溜煤斜巷——127石门——工作面
乏风流:
工作面→上顺槽→回风斜井→回风平硐——地面
(二)、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q采=100q瓦斯×
K瓦斯=100×
0.5×
2=100m3/min
其中:
Q采——采面所需风量m3/min
q瓦斯——采面瓦斯涌出量m3/min
K备——备用风量系数
按二氧化碳涌出量计算:
Q采=100qco2×
Kco2=100×
0.442×
1.9=84m3/min
式中:
qco2——采面二氧化碳涌出量
Kco2——co2涌出量均衡系数
2、按炸药消耗计算:
Q采=25A=25×
4=100m3/min
A——采面一次放炮的最高炸药消耗量4kg
25——每公斤炸药爆炸时每分钟所需的风量m3/min
3、按工作面工作的最多人数计算风量
Q采=4N=4×
25=100m3/min
N——采面同时工作的最多人数25人
4——每人每分钟所需的风量m3/min
4、风速验算
V最小=100/(60×
S最大)=100/(60×
4.8×
1.2)=0.29m/s
V最大=100/(60×
S最小)=100/(60×
3.6×
1.2)=0.39m/s
V最大——采面最大风速
V最小——采面最小风速
S=控顶距×
采高m2
4.8——最大控顶距m
3.6——最小控顶距m
1.2——平均采高m
根据《煤矿安全规程》要求炮采工作面风速0.25∠V∠4m/s而风量取100m3/min时,采面的风速范围为0.29m/s至0.39m/s之间,符合《安全规程》要求.
5、根据计算、演算结果确定风量:
根据以上计算,取风量Q=100m3/min为设计风量,符合供风规定。
二、综合防尘系统
1、防尘方式:
工作面使用湿式打眼,放炮时使用水炮泥,生产中坚持洒水制度,各运输机转载点喷雾洒水,上下副巷安设水幕及隔爆水棚,定期清扫浮尘和配戴防尘口罩。
2、防尘
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- 关 键 词:
- 02 工作面 作业 规程