1506作业规程Word格式文档下载.docx
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井田内15#煤层充水水源主要为15#煤层直接充水含水层为顶部的石灰岩岩溶裂隙含水层,其富水性弱。
3)中奥陶统马家沟组灰岩岩溶承压含水层
含水层岩性主要为上马家沟组灰岩,富水性较强,据区域资料,推测井田内目前奥灰岩溶水水位标高在730.1-733.2m左右,远低于工作面最低地板标高895,不存在地板突水危险。
二、其他水源
1506东侧为原1505工作面采空区、北侧为原柳沟煤矿采空区,但有保安煤柱相隔,对工作面突水影响不大;
上部2#、3#煤层采动情况不详,存在大面积采空区,由于3#煤和15#煤层层间距92.5m,2#、3#采空区积水可能通过采动裂隙对1506工作面产生突水影响。
开采时可能会对地表造成采动裂隙等影响,应随时观测地表塌陷、裂缝等变化情况,分析采空区上部跨落层情况,及时封堵采动裂隙和塌陷区域,定期观测矿井及工作面涌水量变化情况,认真做好“雨季三防”和防治水工作,防止造成工作面大面积突水现象。
三、涌水量
1506工作面正常涌水量2.3m3/h,最大涌水量10m3/h。
第六节其他
瓦斯:
低瓦斯,根据2009年瓦斯等级鉴定:
瓦斯绝对涌出量为1.56m3/min,相对涌出量为3.56m3/t;
二氧化碳绝对涌出量为2.49m3/min,相对涌出量为5.69m3/t。
批复为低瓦斯矿井。
煤层爆炸性:
具有爆炸危险性。
煤的自燃:
属Ⅱ类(自燃煤层)。
第六节储量及服务年限
工作面储量:
1506工作面剩余走向52.5米,可采长度22.5米,倾向80米,煤层厚度4.50米,一次采全高2.2米,放顶煤高度2.3米,循环进度1米,煤的容重1.35T/m3.
工业储量:
Z工=52.5×
80×
4.50×
1.35=25515吨
可采储量:
Z采=22.5×
1.35=10935吨
回采产量:
Z回=22.5×
2.2×
1.35×
95%+22.5×
2.3×
75%=9271吨
循环产量:
Z=1×
95%+1×
75%=411吨
根据矿井30万吨/年设计生产能力,综采队计划每天完成3个循环,月作业25天,则:
日产量:
Z日=411×
3=1233吨
可采期:
Z回/Z日=9271/1233=8天
第二章采煤方法
第一节巷道布置
工作面巷道布置有1506皮带运输顺槽、1506工作面、1506回风回风顺槽。
(附巷道布置图)
巷道特征表
名称
净断面
(㎡)
支护形式
棚距
(mm)
设备布置
用途
胶带顺槽
6.16
11#工字钢
1000
胶带机、转载机、控制设备
进风、运煤
回风顺槽
4.2
圆木
800
回风、运料
工作面
6.38
单体液压支柱、π型钢梁
40刮板运输机、单体柱、π型钢梁
回采
第二节采煤工艺
一、采煤方法
该工作面采用走向长壁后退式炮采放顶煤采煤法,落煤方式采用爆破法落煤,单体液压支柱配合π型钢梁支护全部垮落法管理顶板,40T型刮板运输机运煤,人工装煤。
工作面采高2.2米,放顶煤高度2.3米,循环进尺1米。
二、工艺流程
安全检查→打眼→装药→放炮→敲帮问顶(临时支护)→挂网、移梁、支柱→出煤→回柱、移梁放顶→放顶煤→出煤→移溜。
三、工艺流程详细说明
1、打眼
打眼采用MZ-1.5型煤电钻,采用综合保护装置供电,快速插销连接,钻杆长选1.5米,打眼深度1.2米,炮眼布置选择三排眼,顶眼、中眼、底眼呈五花布置,顶眼距顶板0.4米,底眼距底板0.4米,炮眼水平间距0.5米,垂直间距0.7米。
全工作面采取两台煤电钻同时打眼的方法缩短打眼占用的时间,每台电钻由两人操作,一人操作电钻,另一人协助安眼定位,拉电钻电缆和观察顶帮煤及其他辅助工作。
爆破说明书
名称
长度
(米)
水平角(度)
竖直角(度)
装药量(克)
炮眼
个数
总药量
(公斤)
起爆
顺序
连接
方式
顶眼
1.2
20
仰视18
200
80
16
3
串
联
中眼
2
底眼
俯视18
400
32
1
合计
240
64
循环进度=1.2米×
sln700×
90%(炮眼利用率)=1.0米
2、装药
炸药采用煤矿许用2号铵锑炸药,雷管采用煤矿许用瞬发电雷管,炮泥采用粘土炮泥+水炮泥。
把炸药顺着炮眼轻轻地用木棍送进眼底,再用炮泥封紧,装药顺序为先把普通炸药送眼中,其次把引药装到外面,聚能穴向里,然后用炮泥封紧,装药结构采用正向爆破法。
按照爆破说明书爆破防止伤帮、伤顶,保证工作面煤壁、顶板平直。
3、放炮
放炮采用MFB-100型放炮器,一次开帮长不超过5米,放炮的警戒距离为放炮地点两侧75米,联线方式采用大串联,放炮警戒分别由班组长与放炮员或指定专人担任。
如果顶板不稳定,遇有煤层松软、层理、构造带等情况时,放炮采用间隔式的方法,即开帮留5米煤柱,然后再按同样的方法依次放炮。
4、支护
①支护规格
工作面支护采用2.5米单体液压支柱配合2.2米长π型钢梁齐梁配套支护顶板,上铺10#铁丝网,支护高度2.2米,步距1米,每组布置两根齐梁,移梁时移一根梁,回柱放顶时再移一根梁,柱排距1米,组梁柱距0.8米,每根梁分别支设三根单体液压支柱,每组六根,其中工作面每根梁头打设一根贴帮柱,采空区每组梁尾之间根据顶板情况打设1-2根戴帽、穿鞋点柱,加强采空区侧顶板管理,梁尾支柱和点柱必须打设戗柱,防止采空区顶板跨落或放煤时,推倒支柱。
单体住垂直于工作面顶底板支设,要迎山有力,初撑力必须达到90KN。
支柱必须挖柱窝至实底上或穿鞋,柱鞋为长200×
宽100×
厚100mm的木块。
支护必须打设成一条直线,工作面必须实现三直、一平、两畅通。
两端头支护采用四对八梁,交错迈步支护顶板。
超前支护采用两排单体住配合π型梁支护于原巷道支护棚梁下的支护方式,π型梁与原工字钢梁间必须加设木板,增大摩擦力,防止顶板压力增大,支柱发生侧滑,超前支护距离不得小于20米。
上下端头安全出口要行人畅通,宽度不小于0.7米,高度不小于1.8米。
②联网、移梁、支柱
放完炮后,等炮烟散尽,进入作业地点后,首先用长柄工具对顶板进行敲帮问顶,挑掉活煤(岩),如顶板破碎时,必须打设临时戴帽穿鞋点柱及时进行临时支护。
敲帮问顶之后,确定顶板安全无问题后,人员站在有支护的安全地点,进行联网,联网每隔20cm采用14#双股铅丝联网一道,拧紧不少于三圈,铁丝网搭接不少于10cm。
然后立即将齐梁中的1#梁支柱卸载,把梁移向煤壁,把梁的位置定好后,升柱固定支设,梁头必须打设贴帮柱,单体住必须安设防倒绳,回柱放顶时,再移另一根2#梁。
然后在此时的2#梁尾(即采空区侧第二排支柱)之间,打设2根戴帽、穿鞋点柱和戗柱,此排点柱必须紧跟2#梁尾支柱,否则严禁回柱放顶。
柱帽为长400×
宽200×
5、装运煤
工作面装煤采用爆破自装与人工攉煤两种相结合的方法,放顶煤采用采空区顶煤自行跨落,人工剪网溜煤、装煤的装煤方法,工作面顺槽采用SGB-40T型刮板输送机运煤。
人工装煤要等到移梁完毕,支架形成,安全员检查支护完好符合要求时方可进行。
在停溜时,不得进行大规模的装煤,防止超载烧毁电机。
6、回柱、移梁放顶
放顶一般按从下向上的顺序,防止滚矸。
放顶时可分段同时作业,但放顶的两段间距不得小于30米,放顶作业必须滞后出煤作业地点至少15米。
放顶前必须先支护好采空区侧第二排梁尾之间的2根戴帽穿鞋点柱,形成下一循环支护布置后,且周围10米范围内支架完好符合规程要求时,方可由下向上逐根对最后一排单体进行回柱、移梁、放顶。
回柱、移梁、放顶时必须有专人观察顶板,畅通退路,发现问题,立即撤退。
回柱时,人员必须站在工作面回柱地点1#梁尾支柱及点柱里侧有支护的安全地点操作,用长柄工具将2#梁靠采空区的一根柱卸压,待顶板稳定后,用回柱器将支柱回出底板以上,然后用工具摘掉放倒绳,将支柱回出。
回柱人员,严禁站在回柱地点1#梁尾支柱及点柱外侧、2#梁下侧回柱,防止梁断冒顶,造成事故。
移梁放顶时,待回柱后采空区顶板稳定后,人员站在移梁上侧有支护的安全地点,用长柄工具将2#梁另两根支柱卸压,进行放顶,观察顶板,待放顶完成,顶板稳定无异常后,两人将梁移至工作面煤壁,把梁的位置定好后,立即升柱固定支设,然后在梁头打设贴帮柱,此时2#梁与1#梁齐,移梁、放顶工序完成。
单体住与顶底板垂直打设,要迎山有力,支柱必须安设防倒绳。
7、放顶煤
放顶采用采空区顶煤自行跨落,人工开口溜煤的放顶方式。
移架完成后,采空区顶板自行跨落,在至少滞后回柱、移梁放顶作业15米后,由人工将采空区侧接近底板的铁丝网剪开一高50cm宽30cm口,人工用锹、耙等工具帮助采空区跨落顶煤自行溜入工作面,人工攉煤,直至放到见矸为止,放煤完毕后,将网联好。
放顶煤必须滞后回柱、移梁放顶作业至少15米地点进行,严禁紧跟回柱、移梁放顶作业。
放顶时,操作人员要站在安全地点用长柄工具对开口内的煤矸进行疏导,最大程度将顶煤放净。
要两人进行,一人操作,一人观察顶板及采空区情况,并协助准备好撤退的道路。
特别在压力较大的区域放顶,必须要先加固顶区内周围的支架,然后进行。
端头短尾10米范围内,起采线、停采线5米范围内不放顶煤。
8、装运放顶煤
放顶煤同时,在安全员检查后,由人工将放顶溜煤口溜下的煤攉至工作面刮板运输机上,装运煤时,要随时观察顶板支护情况,只有在顶板支护完好的情况下方可进行攉煤作业。
9、移溜
①移溜
装运完放顶煤后移溜,移溜前清理掉煤帮侧及落山侧的浮煤,移溜一般采用从机头开始到机尾结束的顺序,也可从尾到头移动,但不得从两头同时进行。
移溜,在机头处要用2台顶溜器同时操作,顶溜器所顶的支架一定要牢固可靠,必要时,加戗柱支撑。
机头移完后,可逐段进行推移,推移过程中刮板运输机弯曲段长度15-20米,角度不得大于3º
,防止刮板运输机脱节;
一次推移的长度为5-10米,严禁超距离推移。
移溜时,一定要把溜贴紧煤壁支柱,移动时在顶溜器与槽沿间垫上垫木,防止打滑伤人,结束时要将溜子调整达到平、直、稳,机头、机尾打好戗压柱。
②移溜时的工作面支护
移溜时,由于煤溜前面有单体液压支柱,所以影响煤溜弯曲地段30米范围内第二排支柱的正常打设,移溜前需对移溜地点前方8-20米范围内的第二排支柱退后50cm排距重新支护支护,先将一根支柱支护于距原第二排支护采空侧50cm处,卸掉同架的原第二根支柱,支设到下一架距原第二排支护采空侧50cm处,以此类推,逐架对原有第二排支柱进行重新支护;
推过5米溜后,再用同样办法将原第二根支柱补齐。
重新支护时,必须严格执行先支后回的原则,严禁先回后支,无支护作业。
第三章支护的选择与顶板管理
第一节支护的选择
支护选择的技术参数如下:
1、炮采2、采高2.2米3、顶板4、循环进度0.7米5、煤层倾角小于于15度6、煤的硬度f=1.0-1.57、煤层层理不发育8、SGB-40T型刮板输送机
根据上述条件,工作面选用DZ-25单体液压支柱,2.2米长的π型纲梁,端头选定3.0米长π型钢梁,支护顶板。
第二节顶板管理
一、支护材料的技术参数
DZ-22型单体液压支柱的技术特征如下:
额定工作阻力
油缸直径
工作液压
支柱最大高度
300KN
100毫米
38.2MPa
2540毫米
支柱最小高度
工作行程
三用阀位置
底座面积
1440毫米
800毫米
1983毫米
109cm²
工作液体
质量
适应煤层厚度
M-10乳化油配液
55公斤
1.8-2.5
π型钢梁为27CrMnSi钢制成。
二、正常支架布置
单体柱垂直于工作面顶底板支设,要迎山有力,初撑力必须达到90KN。
支柱必须挖柱窝至实底上或穿鞋,柱帽为长400×
厚100mm的木板,柱鞋为长200×
三、端头支架布置
上、下端头采用3.0米长的π型钢梁(材质同正常支架),4排单体支柱形成四对八梁支护,其中一组支设在顺槽巷道的棚梁下,靠近工作面的一侧形成抬棚式支护,端头支架始终超前工作面一个循环,形成上、下出口。
四、上下安全出口及上下两巷的管理
1、上下安全出口长3米,宽不小于0.7米,净高不低于1.8米且畅通无阻,不得堆放杂物。
2、上下两巷的超前支护不小于20米,从煤壁开始沿两巷用2.8米的π型梁及单体支柱顺巷方向形成抬棚式支护,双排梁布置于原巷棚梁的两端,超前的梁下均为三根柱,每循环向前增补,直至结束。
上隔角随工作面的推进而放彻底,放不严实时,用矸石充填或用爆破的方法使顶板塌落,防止悬顶过大造成危险和积聚瓦斯。
下隔角随工作面溜子机头的推移回撤顺槽机尾,相应回撤一次支护,使其塌落。
五、端头支护及超前维护支架的要求
1、端头支护、超前维护的支架要齐全,矿压大时要加长超前维
护距离,端头支架的间距、位置、支架个数一定要确定、齐全。
2、端头支护、超前维护的支架由于采用了单体支柱,所以注液支撑时,一定要支设牢固,柱网之间用皮带或尼龙绳做的成放倒绳与顶板铁丝网联络,防止支柱漏液卸载伤人。
3、顺槽支架及机尾处理及时,防止长距离控顶,矿压增大造成机尾拆除时的困难和危险。
4、支柱要垂直工作面,迎山有力,迎山角偏差不超过5度。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输系统
1、运煤系统
工作面-1506皮带运输顺槽-运输下山-主一部皮带运输大巷-井底煤仓-主立井-地面
2、运料系统:
地面-主立井-南轨道运输大巷-运输下山-回风下山-工作面
二、供排水系统
供水:
地面水池-主立井-南运输大巷-运输下山-1506皮带运输顺槽-工作面
排水:
工作面-1506皮带运输顺槽-皮带下山-采区水仓-井下中央水仓-地面
三、供电系统
工作面供电引自采区配电点315KVA变压器,配电点设KBZ-630型总开关,具有过流、漏电、接地保护,顺槽设KBZ-400型馈电开关、QBZ-80真空开关、MZB-4.0型煤电钻综合保护装置,电缆使用一趟MY3×
70+1×
25型矿用阻燃电缆。
四、通风防尘系统
(一)通风系统:
工作面采用“一进一回”通风系统,1506皮带运输顺槽进风,回风顺槽回风,即:
新鲜风流:
主立井→南运输大巷→皮带下山→1506皮带运输顺槽→1506工作面;
污风风流:
1506工作面→1506回风顺槽→回风下山→总回风巷→回风立井→地面
(二)风量分配
1、按作业人数配风
Q=4N=4×
50×
1.3=260m³
/min
最多人数为交接班时,但放炮员、打眼工不交接班。
N=(29+1—5)×
2=50人
N---工作面最多作业人数K---风量备用系数
2、按一次爆破炸药量配风
Q=25K=25×
4.5×
1.3=146m³
A=50.5+0.4)=4.5Kg
A---一次爆炸炸药量,每次放炮长度取5米
K---风量备用系数
3、瓦斯相对涌出量计算
Q=Qk=1.51m³
/t×
1.3×
176t/班÷
1%÷
(8×
60分)=72m³
q---相对瓦斯涌出量(2003年鉴定为CH40.86m³
/t位CO21.51m³
/t)
K---备用系数t---小班产量
按以上三个选择一个大值为260m³
4、风速验算
Vmax=260m³
/min÷
(3.0×
2.0)㎡÷
60=0.72m/s<4m/s
Vmin=260m³
(4.0×
60=0.54m/s>0.25m/s
可见所配置风量在允许范围内。
(三)防尘系统
工作面、运输、回风顺槽安装静压洒水管路,定期进行洒水防尘,工作面爆破前、爆破后必须进行洒水防尘。
五、通信照明系统
1、运输顺槽每30米安一盏LED冷光源照明灯,液压泵站、工作面每隔15米安一盏LED冷光源照明灯,照明采用综保供电,供电电压为127V。
2、工作面端头、端尾、配电点、液压泵站、各转载点均配备HBZ(G)-1A本安型矿用电话,接入本矿内部程控网,实现井上下通讯。
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
1、作业制度
工作面采用“三八”作业制,即每班8小时工作制,两班生产一班检修,每旬大修一次。
2、劳动组织
全工作面分为6段,每段14米,一段安排3人的综合作业组。
每小组人员配置如下:
综合作业人员6×
3=18人
溜子司机2人
皮带司机1人
乳化液泵站司机1人
打眼工2×
2=4人
放炮工1人
班长1人
维护工2人
电工1人
小计31人
原班人员31×
3=93人
队干4人
办事员、材料员1人
共计98人
3、正规循环图表
每循环按8小时,其中2小时为设备小修,原班3循环,详细见循环图表。
第二节主要技术经济指标
1、循环产量411吨
2、日产量1233吨
3、吨煤火工品消耗量
炸药:
64Kg÷
411t=0.16Kg/t
4、直接工效率1233t÷
98工=12.6t/工
5、单体液压支柱600根
6、π型钢梁
2.2米【(80/0.7)×
2】×
1.1=235根
3.0米8×
2×
1.1=18根
第六章安全技术措施
第一节打眼、装药、放炮安全措施
1、打眼工、放炮员必须持证上岗,使用煤电钻打眼前要先检查电钻各部件是否完好,开关是否灵活可靠,如有问题必须先处理后打眼。
2、打眼必须在支护完整情况下进行,打眼前要处理好周围的顶帮,防止伞沿煤、片帮煤及顶板离层悬浮煤伤人,严格执行敲帮问顶制度。
3、必须采用湿式打眼。
煤电钻必须使用煤电钻综合保护装置。
4、打眼时,对电钻的轴推力、钻杆与炮眼三者的方向要一致,避免钻杆承受径向力而被折断。
5、打眼时要避开开溜时间,防止机械伤人和拉断电缆线。
电缆线要离开溜子并固定好。
6、打眼前必须检查瓦斯浓度,只有瓦斯浓度在1%以下时,方可按照爆破说明书打眼,并根据巷道情况位置调整炮眼位置及装药量。
做到不顶破、不丢底、不留伞沿、煤壁成直线。
7、装药时要聚能穴向里,严禁反向爆破。
要坚持使用水炮泥,炮土封泥要填满填实,严禁中间留空气或用煤块、煤粉封填炮眼,个别特殊炮眼的封泥不得小于0.6米,否则不得放炮。
8、作业地点严禁有失爆现象,爆破母线要与电缆线、信号线分挂两侧,雷管脚线必须短接。
药卷要自然送入眼底,严禁捣固。
脚线要短接后盘在眼口,严禁拖地或与周围导电体接触。
9、装配引药时,必须选择在顶板支护完好、无淋水、无杂散电流的专用操作台进行操作。
从成束的雷管中抽取时,必须理顺脚线,并将角线短接,抓住雷管上端抽出。
10、爆破前检查爆破母线及放炮器完好情况,爆破母线长度不得小于75米,爆破前必须由班长亲自派出专人到放炮地点两侧75m以外布置警戒,母线、角线连接无误,检查瓦斯不超限后,由班长下达启爆命令。
11、放炮要用完好的放炮器起爆,严禁使用电钻线或其它电源引爆。
放炮器钥匙必须由爆破工随身携带,工作面必须只使用一台放炮器放炮。
12、爆破工接到放炮命令后,必须发出爆破警告并至少等5秒后方可启爆。
起爆后至少要等15分钟,待炮烟被吹散由瓦斯检查员检查瓦斯后方可进入工作地点。
13、发现有拒爆、残爆时,可距拒爆炮眼300mm处打平行炮眼重新装药启爆。
严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷,或从启爆药卷中拉出电雷管,处理瞎炮的眼的角度一定要掌握好,防止电钻打眼打到瞎炮上,引爆雷管而爆炸。
,如当班处理不完,当班爆破工必须向下一班爆破工交接清楚。
14、火药雷管不得同时携带、存放。
下班后及时清退。
15、严格执
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