22803回采面作业规程Word文档下载推荐.docx
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一、通风系统25
二、避灾路线25
第一章概述
22803工作面位于纳雍县鬃岭镇宏图煤矿西翼,属28#煤层,上方为22801采煤工作面,下方是未开采区域,东为二级风井保护煤柱,西至矿井边界,平均走向长400m,平均倾斜长70m,运输巷及回风巷均采用工字钢支护。
一、瓦斯
工作面掘进期间最大瓦斯涌出量为0.450m3/min,工作面回采期间瓦斯涌出量预计为1.50m3/min。
二、地质构造
工作面受一条0.5~1.0m落差的小正断层影响,当工作面采到后要另外挑顶或卧底,根据掘进巷道揭露情况,煤层存在起伏变化,给工作面正常回采带来一定影响。
三、老巷
该工作面无老巷,回采时不受过老巷的影响。
四、水患
该面顶部无积水,地表无水体,不受水患影响,仅局部有裂隙水。
第二章地质说明书
一、煤系地层
井田内出露地层为含煤地层,属二迭系上统龙潭组。
宏图煤矿行政区划属纳雍县鬃岭镇管辖。
矿区属侵蚀低中山斜坡地貌,地势北部高,南部低,地形切割大,以矿区北部山峰地势最高,海拔标高为2250m,以矿区主井口南东侧一带沟谷地势最低,海拔标高为1860m,最大相对高差390m,地形受地层岩性的影响较大,三叠系下统飞仙关组地层分布地段地形较陡,自然坡度一般在30°
~50°
。
矿区地处贵州高原西北部,属亚热带季风性湿润气候区,气候温和,雨量充沛。
矿区位于鬃岭背斜北西翼,矿区内地层呈单斜产出,地层产状倾向320~345°
,倾角12~16°
,平均14°
矿区北西部见一条走向正断层(F1),其倾向140°
,倾角80°
,断层北西盘上升,南东盘下降;
但断距不大,一般在15米左右,对煤层破坏影响小。
矿区地质构造复杂程度属中等类型。
三、煤层及顶底板特征
C28煤层:
位于龙潭组下含煤段,下距煤系底界53~60m。
煤层厚为1.60~1.85m,平均厚1.73m,煤层中常见3~4层厚0.~0.10m炭质泥岩夹矸,结构复杂,煤层顶板为粉砂岩,底板为炭质泥岩,煤层层位和厚度稳定。
C31煤层:
位于龙潭组下含煤段中部,上距C28煤层底界平均23m,煤层厚为1.60~1.90m,平均厚约1.75m,煤层中含0.~0.20m炭质泥岩夹矸,煤层顶板为粉砂岩、底板为粘土岩,层位和厚度稳定。
(已基本采空)
C32煤层:
位于龙潭组下含煤段中下部,上距C31煤层底界约6m,煤层厚为1.70~1.86m,平均厚1.78m,煤层中含0.~0.10m炭质泥岩夹矸,煤层顶板为粉砂岩、底板为粘土岩,层位和厚度稳定。
可采煤层特征表
煤层编号
煤层厚度(m)
层间距
(m)
煤层夹矸数
稳定性
煤层平均倾角(度)
顶底板岩性
最小
最大
平均
顶板
底板
C28
1.60
1.85
1.73
23
3~4层厚0.~0.10m炭质泥岩夹矸
稳定
14
粉砂岩
炭质泥岩
C31
1.90
1.75
0.~0.20m炭质泥岩夹矸
粘土岩
6
C32
1.70
1.86
1.78
0.~0.10m炭质泥岩夹矸
四、煤质特征
28号煤层原煤属低灰、低硫、高发热量,煤的可选性为易至中等可选。
五、工作面特征
表2—5—1工作面特征表
走向长(m)
倾斜长(m)
倾角(°
)
地质储量(T)
410
85
56840
390
55
10
400
70
12
六、工作面与地表关系
地表无建筑物,回风巷与地表最大高差150m,最小高差80m;
运输巷与地表最大高差172m,最小高差120m
七、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向及地温
1、瓦斯:
根据本矿实际及周边矿井生产的瓦斯涌出情况可知,本煤层为高沼气煤层,在生产中必须按高沼气煤层进行管理。
2、煤的自燃性:
根据煤层的自燃性实验分析,本煤层属于三类不易自燃煤层。
3、地温:
本井田无高温异常点。
六、矿井水文地质特征
根据矿区水文地质特征分析,可能构成矿区充水因素的主要水源有大气降水补给,这是主要补给水源;
地表水渗入补给,煤系中砂岩含水,但本身含水量较小。
矿井直接充水含水层是煤系地层本身,煤系地层中的裂隙是地下水赋存的主要空间,矿井充水因素主要有小煤窑积水,煤层顶板裂隙水,井田属水文地质条件简单的裂隙充水矿床。
井田内无地表水体,矿井附近,主井口东面150m处有一个泉水井,常年流水,涌出量估计400m³
/d,标高+1855m,水量较大
第三章采煤
一、采煤方法
根据煤层赋存条件及本矿装备、开采经验,采用走向长壁后退式采煤方法。
二、回采工艺
1、落煤:
采用爆破法落煤,即采用MSZ—1.2煤电钻打眼,3#煤层乳化炸药和8#煤矿许用瞬发雷管爆破,MFB—100发爆器起爆。
2、装煤:
人工攉煤,刮板输送机运煤,进入矿车。
3、运煤:
工作面采用刮起板输运机运煤,其它地点采用0.75m3矿车运输(其中平巷采用人力推车或电瓶车,斜巷采用绞车提升),其运输流程为:
22803工作面22803运输巷运输巷片车场西一主斜井二级车场主斜井地面。
4、支护:
单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护工作面。
5、采空区处理:
采用全部垮落法管理顶板。
三、回采工艺参数:
1、煤层厚度:
最大1.5m,最小1.3m,平均1.4m。
2、工作面采高:
正常采高1.4m,工作面沿顶板回采。
3、循环进度:
1.0m。
第四章顶板管理方法
一、顶板管理方法
二、支护
1、支护材料选择:
⑴ 工作面的采用单体液压支柱配合金属铰接顶梁支护。
⑵ 铰接顶梁走向布置,棵棵铰接。
⑶ 工作面配备DW20型外注式单体液压支柱,支撑高度为2.000~1.235m,工作阻力为30t/根,选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。
2、支架形式选择:
⑴ 工作面柱排距:
柱距0.8m,排距1.0m。
⑵ 工作面支架布置为齐梁齐柱、倒悬臂布置(4︰6,即靠老塘侧0.4m,靠煤帮侧0.6m),“三·
四”排控顶。
⑶ 工作面上、下出口端头支护分别使用液压支柱配合铰接顶梁在工字钢支架下支护。
两巷从工作面煤壁线往外10m架设双排、10~20m架设单排超前支护,如压力较大时,可适当延长超前支护。
3、支架密度计算:
⑴ 临近工作面同一煤层矿压实际需支架密度:
根据22803工作面外段的经验,本工作面采用柱距0.8m、排距
22803工作面支架布置示意图
D
22802回风巷
DA—A
最大控顶距(单位:
mm)
4200
AA
密集支柱
煤壁
顶梁
1000刮板机
采空区
B—B
最小控顶距(单位:
3200
BB
刮板机
C
22803运输巷
图4—2—1C
1.0m的布置。
⑵ 按8倍采高的顶板岩石重量所需的支护密度:
q=
Q×
C
=
8×
1.4×
2.5×
1.4
=1.31(根/m2)
P
30
式中:
q——支护密度,根/m2。
Q——取8倍采高的单位面积顶板岩石重量,t/m2。
P——每根支柱的终工作阻力,30t。
C——不均衡系数,取1.4。
⑶ 确定排柱距并验算支护密度:
1 工作面支柱数:
n大=(70÷
0.8+1)×
4+70÷
0.8+1=443(根)
n小=z(70÷
3+70÷
0.8+1=354(根)
② 控顶面积:
S大=70×
4.2=294(m2)
S小=70×
3.2=224(m2)
③ 实际支护密度:
q大=n大÷
S大=443÷
294=1.51(根/m2)>q=1.31根/m2
q小=n小÷
S小=354÷
224=1.58(根/m2)>q=1.31根/m2
经验算,取柱距0.8m、排距1.0m能满足工作面的支护要求,故工作面的柱排距确定为柱距0.8m、排距1.0m。
4、工作面支架布置图
如图4—2—1所示。
三、顶板管理
1、本工作面采用全部垮落法管理顶板,“三·
四”排控顶,即见四回一。
工作面最大控顶距4.2米,最小控顶距3.2米,放顶步距1.0米。
2、工作面回柱放顶采用人工回撤支柱,每两人一组,由下往上逐棵进行,组间不得平行作业。
3、回柱放顶前,必须先打好切顶排的戗柱或密集支柱,加固工作面的支架,在切顶排的支柱全承载且全部都支护完好的情况下,方可进行回柱放顶工作。
4、回柱时,在新切顶排支柱间留0.5m宽的安全出口。
切顶排的支柱、顶梁等木料在安全的前提下进行回收复用,回出后的支柱支设在新切顶排,进行全承载支护。
5、工作面老顶初次来压和周期来压的预兆出现时,必须立即对工作面加强支护,如增设木垛、密集棚、戗柱或戗棚等措施来提高工作面支护强度;
如危及人员安全时,必须立即把人员撤离危险区域,待压力稳定后方准进入工作面进行维护工作。
6、进、回风巷断面示意图
如图4—2—2所示。
7、巷道布置平面图
如图4—2—3所示。
四、落煤
1、落煤方法:
采用爆破法落煤,炮眼布置及连线如图4—4—4所示。
⑴ 炮眼联线图:
22803工作面炮眼布置图
B
A
炮眼
A
13°
B——B
⑵ 炮眼布置剖面图(单位:
A——A75°
1400
.700
300
75°
80°
1000
⑶ 炮眼装药结构示意图(单位:
mm):
① 顶眼:
300200500
炸药电雷管水炮泥黄泥脚线
② 底眼:
300200500
图4—4—4
2、放炮顺序:
全断面一次起爆,从运输巷往回风巷方向落煤。
3、爆破说明书:
炮眼名称
炮眼
循环雷管数(个)
每孔填泥长度(m)
联线方式
位置
角度
循环炮眼数(个)
每孔装药量(kg)
循环装药量(kg)
距顶(m)
距底(m)
水平(°
仰或俯(°
顶眼
0.4
1.1
80
75
29
0.2
5.8
>0.4
大串联
底眼
1.0
0.3
合计
58
11.6
第五章通风
1、按工作面同时工作最多人数:
Q采=4N=4×
29=116(m3/min)
Q采——工作面风量,m3/min。
N——工作面同时工作时的最多人数,取25人。
2、按一次起爆最多装药量计算:
Q采=25A=25×
12=300(m3/min)
A——一次起爆时最多装药量,Kg。
3、按回采工作面瓦斯涌出量计算:
Q采=100KQ沼=100×
1.7×
2.0=340(m3/min)
K——不均衡系数,取1.7。
Q沼——回采期间预计绝对瓦斯涌出量,预计为2.0m3/min。
4、按工作面温度计算
Q=60×
V×
M×
S
=60×
1×
1.5×
(4.2+3.2)÷
2
=333m3/min
V——温度取20°
M——采高1.5
S——采面平均断面积
根据以上计算,22803工作面风量取为340m3/min。
1、按工作面最大控顶距断面积进行最低风速验算:
V低=Q/60S大=340÷
(60×
4.2)=0.964(m/s)>0.25(m/s)
V低——工作面最低风速,m/s。
Q——工作面暂定风量,m3/min。
S大——工作面最大控顶距通风断面,m3。
2、按工作面最小控顶距断面积进行最高风速验算:
V高=Q/60S小=340÷
3.2)=1.265(m/s)<4(m/s)
S大——工作面最小控顶距通风断面,m3。
通过以上风速验算,风速符合《煤矿安全规程》第101条的规定。
通过以上验算,本工作面采用风量340m3/min能满足安全生产的需要。
回采期间通风情况发生变化时,矿应根据实际情况配置好风量,确保风量满足安全生产的需要,通风设施、仪表及通风系统图见附图。
第六章运输、供电、通讯、防尘
一、运输
运煤运料系统图见附图。
二、供电
供电系统图见附图。
三、通讯
通讯系统图见附图。
四、防尘
1、本工作面运输巷、回风巷各安设一根防尘水管。
2、运输巷、回风巷每隔30m设一个洒水三通,并定期清扫煤尘。
3、运输巷、回风巷各设两道水幕,并在运输系统各转载点设置喷雾装置,采面出煤时能保证正常的供水降尘。
4、防尘系统图见附图。
第六章劳动组织及技术经济指标
一、劳动力配备表
班次
工种
出勤人数(人)
在册
人数
(人)
出勤
出勤时间(小时)
一班
二班
三班
班长
1
3
0~8时
8~16时
16~24时
采煤工
15
5
48
45
瓦检员
4
安全员
放炮员
电工
支护工
18
25
83
8
二、循环作业图表
三、主要技术经济指标表
序号
指数名称
单位
数量
28﹟煤层
13
回采率
%
95
煤质牌号
循环方式
多循环
工作面走向
m
循环进度
工作面斜长
16
循环产量
t
142
煤层倾角
°
17
炸药消耗量
kg/万吨
2230
煤厚
雷管消耗量
发/万吨
7430
7
采高
19
坑木消耗量
m3/万吨
容重
t/m3
1.45
20
在册人数
人
9
生产能力
t/m2
21
日出勤人数
储量
56840
22
出勤率
90
11
可采储量
53998
循环率
灰份
第七章安全技术措施
1、施工单位必须按循环作业图表组织正规循环作业。
2、职工有权制止任何人违章作业,并有权拒绝任何人违章指挥,对威胁生命安全的地点有权立即停止工作,进行处理,确保安全后,方可恢复正常工作。
3、严格执行敲帮问顶制度,在开工前班组长必须对工作面的安全,质量情况进行一次全面检查,确认安全后,其他人员方可进入工作面进行作业。
每一组作业人员在工作中,必须经常检查作业地点的顶板、支架等情况,发现危及安全的隐患先及时处理后作业。
4、必须严格执行现场交接班制度,各班人员必须按时到井下进行交接班。
交班时,当班的班组长必须向下一班的班组长交待清楚当班的工程质量、安全状况、各工序的完成情况等。
5、入井前必须先开好班前会,班干部必须把当班的工作量、安全、质量等事项向当班职工进行详细的安排,每个班必须有班长现场跟班指挥,确保当班安全生产及工程质量达到要求。
6、当工作面发现大面积来压或冒顶危险时,先采取相应的措施进行补救维护,如确因来不及维护、已危及人身安全时,班组长必须立即将危险区域的所有人员撤到安全地点,待压力稳定并采取措施处理好后,方可恢复正常工作。
7、工作面上、下出口必须保持畅通,两巷从工作面煤壁往外20m范围内必须加强支护,巷道高度不低于1.6m,宽度不少于设计断面的2/3。
8、回风巷内必须备有不少于0.5m3的备用坑木、算条。
9、每天必须有人维护、清理工作面上下两巷,保证巷道水沟畅通,无淤泥、杂物,电气设备保持干净卫生,电缆吊挂整齐。
10、必须对每一名职工贯彻、传达本作业规程,被贯彻、传达的职工在贯彻签字单上签名后,方准入井工作。
11、各岗位工种必须进行专门的培训,经考试合格后,方可持证上岗。
12、本工作面在生产过程中,如过地质构造等情况时,及时补充有针对性的安全技术措施,经矿审批后方可贯彻实施。
二、顶板管理
1、挂梁与支柱
⑴ 挂梁时,必须先敲帮问顶,及时找掉活矸(煤)、伞檐等。
⑵ 顶板破碎、不平整时,必须用搪材、木料背严按实顶板。
⑶ 工作面不得出现光头支柱、单挂梁。
⑷ 严格执行拉线打柱规定,保证支柱的直线性,其偏差不超过±
100mm。
⑸ 打柱时,必须先挖好柱窝,再扶上支柱。
扶柱人员必须站在所打支柱的斜上方,以防止倒柱伤人。
严禁把支柱支在浮煤、浮矸上。
⑹ 如因打柱引起相邻支柱或临时支柱松动时,必须及时对松动的柱子进行加固,防止倒柱伤人。
⑺ 运送到井下的支柱必须有足够的强度,尺寸符合支护要求。
2、回柱放顶
⑴ 回柱时必须补齐工作面的空缺支柱和密集柱。
⑵ 放顶时,必须两人一组,其中一人观山,一人回柱,不得单独作业。
⑶ 回柱时,要随时观察回柱地点周围的支护情况,如发现危及安全的隐患,必须先进行处理完后,方准继续回柱放顶工作。
⑷ 回出的支柱应检查是否完好,严禁使用不完好的支柱,同时要及时补齐工作面切顶排的支柱。
⑸ 回出的完好支柱要及时支设在新切顶排处,并保证所支设的柱子全承载。
⑹ 回柱时,在新切顶排靠老塘方向挂齐用竹笆做的挡矸帘。
戗柱超前回柱地点5m支设,每组回柱剩最后5m时,打斜撑柱辅助回收。
3、破碎带顶板管理
⑴ 破碎带顶板必须用塘材、竹笆背严接实顶板。
⑵ 安排有顶板处理经验的老工人对破碎段顶板进行维护及回采作业。
⑶ 如有局部漏顶时,必须先把接顶严实,加强工作面顶板支护后,再进行正常的回采作业。
⑷ 严格执行敲帮问顶制度,随时注意周围顶板、支架等情况,发现危及安全的隐患,必须先处理后工作。
⑸ 如遇顶板破碎或顶板压力大时,在工作面切顶排靠上、下出口及中间位置处各打一个木垛,并加强工作面的支护。
⑹ 如遇断层或其他特殊情况时,另制定专门的安全技术措施。
三、火工品及放炮管理
1、炸药、雷管必须分装分运,炸药、雷管箱必须上锁,专人进行管理。
2、当班未使用完的炸药、雷管,必须及时交回炸药库,严禁将炸药、雷管存放在采面工具箱或井下其他地方。
3、建立火工品管理台帐,当日当班管理要填写清楚。
4、严格执行领退火工品制度,各班放炮员必须找有关人员填写领退火工品手册,并签字。
5、严禁戴手套进行打眼工作。
6、放炮员必须由经过专门培训并取得合格证的人员担任。
7、做引药时,必须在顶板支护完好、避开导电体的安全地点进行。
8、放炮时,所有人员必须撤到距工作面100m以外的安全地点,设专人警戒,警戒时必须拉线挂牌,警戒人员只有得到放炮员放完炮的通知后,方可撤消警戒;
落实远距离放炮制度,放炮地点设在22801运输巷的新鲜风流中,但必须距工作面100米以外。
9、严格执行“一炮三检查”、“三人联锁”及“九不放”制度。
10、装药时,必须使用水炮泥,黄泥充填长度不小于炮眼深度的1/2,装好药后,把雷管脚线扭结成短路。
11、严格瓦斯检查制度,风流中瓦斯浓度达到1.0%时,严禁放炮,工作面风流中的瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止作业,撤出人员,切断电源,进行处理。
12、放炮母线及母线与雷管脚线之间的接头处,必须用绝缘胶布包好,不得出现明接头。
13、出现瞎炮时,在班组长指挥下进行,并应在当班处理完毕。
如当班未能处理完毕,当班放炮员必须在现场向下一班的放炮员交接清楚。
处理瞎炮时,必须遵守下列规定:
⑴由于连线不良造成的瞎炮,可重新连线起爆。
⑵在距瞎炮至少0.3m处,另打与瞎炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。
⑶严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出电雷管;
严禁将炮眼残底继续加深;
严禁用打眼的方法往外掏药。
⑷处理瞎炮的炮眼爆炸后,放炮员必须详细检查炸落的煤,收集未爆的电雷管。
⑸在瞎炮处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。
四、通风、瓦斯、防尘及防灭火
1、按本作业规程风量计算要求配足回采期间工作面的风量,两巷堆放物不得堵塞巷道断面的1/3。
2、施工人员要爱护通风系统内的通风设施,严禁擅自损坏通风设施。
3、当采面瓦斯浓度达到1.0%时,不准打眼装药放炮;
当瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。
电动机或开关地点附近20m以内及风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,撤出人员,切断电源,进行处理。
对因瓦斯超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时,方可复电运转。
4、工作面进、回风巷必须安设瓦斯自动检测报警装置,并与电气设备闭锁,确保瓦斯超限时能自动断电。
5、瓦检员必须按规定检查瓦斯,瓦检员不得脱岗、串岗,不得出现空班、漏检现象。
6、各转载点按规定安设喷雾降尘装置,风巷设置两道水幕,工作面出煤时能确保供水降尘。
7、回风巷每隔30m设一组洒水三通,并定期清扫煤尘。
8、进回风巷按规定各安设一组隔爆水袋,设置距离及水袋中的水量符合规定。
9、两巷距工作面煤壁各50m范围内自主配备4个灭火器及
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- 22803 回采 作业 规程