1502回采工作面作业规程.docx
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1502回采工作面作业规程
水城县化乐锦源煤矿
采煤作业规程
工程名称:
1502回采工作面
施工单位:
规程编制:
编制日期:
二〇一二年十一月十八日
1502工作面回采工作面作业规程
第一章工作面概况
锦源煤矿1502采煤工作面位于矿井一采区南翼。
采面走向长度521m,倾斜长度110m,地质储量9.48万吨、设计工作面回采率为95%,可采出煤量9万吨。
采面于2012年11月15日构成系统,根据矿井实际情况,现需进行安装回采,特编制本作业规程。
1502采面预计开采时间为2012年11月30日,结束时间
为2013年5月1日。
第二章地质说明书
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置与邻区工作面的关系
1502工作面为南翼首采工作面,所在煤层为5号煤层,于1502运输巷开口掘进,回风顺槽标高+1436m,运输顺槽标高+1427m,周围无采空,停采线至F19断层,切眼至F10断层,邻区还未进行开采。
二、地面相对位置
1502采面对应地表为陡坡,采面对应地表垂深一般在约170-400m之间,地表为耕地,无任何建筑物。
三、回采对地面的影响
由于煤层埋藏较深,本工作面采动后预计对地表影响较小。
第二节煤层
一、煤层产状
5号煤层属贫瘦煤,煤岩一般为灰黑色半亮型,具强玻璃光泽,细条带状结构,层状构造。
结构:
煤层结构简单,普遍在煤层底部存在一层均厚0.20m的夹矸。
二、煤层厚度
最小0.80m、最大2.50m、平均1.80m。
三、煤层性质
锦源煤矿5号煤层煤质分析表
煤层
水分
Mad(%)
灰份
Ad(%)
挥发份
Vdaf(%)
硫份
St,d(%)
发热量
Qnet,d(MJ/kg)
5号
1.13
21.05
17.99
1.74
35.44
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板
5号煤层顶板为泥岩。
二、煤层底板
5号煤层底板为细砂岩。
三、煤层综合柱状图
(附图1)
第四节地质构造
一、断层、褶曲
1、回风巷开口处有一条走向正断层,落差1.7m,倾角69°倾向北东。
F10:
走向NE-SW,倾向SE,正断层,断距约40m,倾角65-700,在白岩脚交于F7断层。
矿界内有三条断层,落差较大,其导水性较弱,一般不会发生突水事故,采掘巷道接近或穿过这些断层时,井巷可能发生渗水、淋水、和涌水现象。
二、1502采煤工作面开采范围
1502采面所在煤层为2#煤,布置平均走向长度521m,平均倾斜长度110m。
附:
1502采煤工作面平面图(附图2)
第五节水文地质
一、含水层的分析
龙潭组和长兴组(P2c+d):
层厚414m左右,岩性由粉砂岩,泥质粉砂岩、细砂岩、灰岩和煤组成,根据泉点调查,最大流量1.38(l/s)、最小0.018(l/s),在本区该段可视为弱富水段。
二、工作面涌水量
1502工作面下邻F10断层,落差较大,其导水性较弱,推采过程中接近断层时,井巷可能发生渗水、淋水、和涌水现象。
最大涌水量:
20m3/h以上,正常涌水量:
12m3/h左右。
第六节影响回采的其他因素
一、瓦斯、二氧化碳
2011年1502运、回风巷二个掘进工作面瓦斯涌出量进行测定,结果为:
全矿井绝对瓦斯涌出量18.12m3∕min,相对瓦斯涌出量29.19m3∕t;绝对二氧化碳涌出量1.19m3∕min;相对二氧化碳涌出量1.92m3∕t。
根据《煤矿安全规程》及《矿井瓦斯等级鉴定规范》AQ1025-2006规定,鉴定结果为高瓦斯矿井。
建议按煤与瓦斯突出矿井管理。
二、煤尘
根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2009年8月26日提供的《煤尘爆怍性鉴定报告》,2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#煤层的煤尘有爆炸性。
按煤尘有爆炸性进行设计和管理,矿井今后生产中应采取措施加强防尘、洒水等降尘除尘工作,改善职工作业环境。
三、煤的自然倾向
根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2009年8月26日提供的《煤炭自燃倾向性鉴定报告》2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#煤层的自燃倾向性为三类。
按煤炭自燃倾向性为三类进行设计和管理。
四、地压、地温
本井田属地温正常区,无热害影响。
第七节储量及服务年限
一、工业储量及可采储量
地质储量9.48万吨、设计工作面回采率为95%,可采出煤量9万吨。
二、服务年限
服务年限=可采储量/月计划产量=9/1.52≈5.9(月)。
第三章采煤方法
第一节巷道布置
1502工作面运输顺槽承担进风、运煤任务;回风顺槽承担着回风风、行人任务。
巷道支护为锚杆支护(工作面运输及回风顺槽超前20m支护采用单体液压支柱)。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
采用走向长壁后退式采煤法,工作面沿走向布置。
采煤工艺为炮采,采用全部垮落法管理顶板。
二、采高、循环进度
1502工作面煤层平均厚度1.80m,倾角5°-9°,工作面沿煤层走向布置,属于倾斜长壁工作面,采高在1.50-2.10m之间。
循环进度1.20m,工作面沿底推进,采用倾斜长壁全部垮落、一次采全高的采煤方法。
三、爆破工艺
㈠、落煤方法
1、采用放炮落煤,回采作业包括打眼、装药、放炮、运煤、支护等项工作。
每采煤一次,工作面沿走向推进1.2m,再进行下一循环的打眼、装药、放炮、出煤、支护等项工作。
2、打眼工具
采用MZ—l.2型电煤钻
3、炮眼布置置方式及爆破方法
爆破方法采用毫秒爆破,一次打眼,分组装药,分组放炮,严禁使用两台放炮器同时进行放炮。
工作面采用一次打眼,间隔分组一次装药,一次起爆,毫秒爆破时一组为10孔(顶眼5孔,底眼5孔)分组装药的间隔距离不得小于2米。
1眼布置方式:
三花眼布置,眼距1.0m;眼深1.2m;
2爆破方法:
串联联炮,毫秒微差、正向爆破;
3炮眼数量:
顶眼107个、底眼108个,火工品每循环炸药消耗:
顶眼:
107×300g=32100g
底眼:
108×400g=43200g
共计75.3kg
雷管消耗:
顶眼:
107个
底眼:
108个
共计215个
④炮眼布置三视图(附图)
炮眼说明表
炮眼说明表(三花眼)
炮眼布置方式
三花眼
放炮方法
毫秒微差、正向爆破
连线方法
串联
一次放炮个数
≯10个
炸药
种类
水胶炸药
装药量
顶眼
0.30kg/眼
底眼
0.40kg/眼
炮眼封泥长度
≮500mm
附图:
炮眼布置图(附图2)
4、工艺流程
打眼→装药→爆破→挂梁(临时支护)→攉煤→移车→补正规柱→回柱
5、采高和循环进度
a、采高:
工作面跟顶回采,正常回采期间,采高控制在1.4~2.4m之间,平均1.80m;初放期间,采高控制在1.8m以内;如局部变薄,可跟顶破底回采,采高最低不低于1.6m,特殊情况措施另补。
b、循环进度:
1.2m。
6、采煤工作面爆破说明书
1502采煤工作面炮采时,采用毫秒爆破,在遇构造带或顶板破碎时,采用放小炮或震动炮的方法。
a、爆破材料
雷管选用1-5段煤矿许用毫秒延期电雷管,炸药选用煤矿许用水胶炸药,放炮器选用MFB-100型,其延期及所配脚线颜色见表。
1-5段毫秒延期电雷管脚线颜色表
段别
延期时间(毫秒)
脚线颜色
1
<13
灰红
3
50±10
灰兰
5
100±10
绿红
7、装药量、起爆顺序,联线方式
正常情况下,每个顶眼的装药量0.30kg,每个底眼的装药量0.40kg,在顶板破碎或过断层构造期间,适当降低顶眼位置,增加顶眼个数减少装药量。
起爆顺序为沿倾斜方向自下而上,每组雷管脚线在连接时采用串联。
㈡.装煤方式:
工作面人工进行装载的,将煤壁上爆破落下的煤装入SGB-420/30双链可弯曲刮板输送机运出。
㈢.运煤方式:
采煤工作面设计采用SGB-420/30双链可弯曲刮板输送机运输。
1502采煤工作面采用刮板输送机运输,采煤工作面与1502运输巷采用刮板运输机转载,1502面运输巷选用皮带输送机完成煤炭运输。
煤流方向:
采面(刮板运输机)→采面运输巷(胶带输送机)→南翼运输巷(胶带输送机)→煤仓→主斜井(胶带输送机)→地面。
运料方向:
地面→轨道井(绞车)→南翼石门轨道上山(绞车)→采面回风巷→工作面。
第三节设备配置
一、设备布置一览表
回采工作面主要设备配备表
序号
设备名称
型号
主要技术参数
单
位
数量
使用
备用
合计
1
煤电钻
GMZ-1.2
电压127v,N=1.2kw
台
2
1
3
2
发爆器
MFB-100
每次引爆电雷管100发
个
1
1
2
3
回柱绞车
JH-8
电压660v,N=7.5kw
台
1
1
2
4
单体液压支柱
DW18-30/100
支撑高度1110~1800mm
根
1018
122
1140
单体液压支柱
DW22-30/100
支撑高度1440~2240mm
根
60
12
72
5
金属铰接顶梁
HDJA-1200
长度1200mm
根
1000
100
1100
6
刮板运输机
SGB-420/30
电压660v,30kw
台
1
1
8
乳化液泵
BRW80/20型
660V,37kw
台
1
1
2
9
乳化液箱
XP-WS640型
台
1
1
10
皮带输送机
DT-55
660V,55kw
台
3
3
11
刮板运输机
SGB420-30
电压660v,30kw
台
2
2
第四章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支护设计
支护方式:
1、根据本采面煤层厚度及现有支护材料、采高要求,该
采面基本支架选用DZG-2200/100型外注液式单体液压支柱
配合HDJA-l200的绞接顶梁支护顶板,机头、机尾端头支护采
用长3.6m4对8梁π型钢梁成迈步支设,迈步距1.2m,一粱
三柱支护,特殊支护的支柱同基本支柱相同。
基本支架采用
1.2m的绞接顶梁齐梁齐柱正悬臂支护,悬臂比5:
7。
2、本煤层矿压实测所需支架密度,选用柱距0.6m,排距1.2m进行验算。
3、采面山下安全出口采用2.2m单体配合3.6mπ型钢梁支设“4对8梁”。
对与对(中对中)间距为600mm,成对、迈步、交替支设,迈步距为l200mm,π型钢梁后面用单体配合梁子支护顶板。
4、若采面顶板破碎时,在铰按梁间选用工字钢作临时支护,炮前挖帮加工字钢作前探支护,炮后工字钢必须及时前抵煤
壁,临时支柱不得作为正规柱使用。
5、铰接顶梁接头处用扁销插紧,其它支护材料、坑木、
木背板、竹笆等备用到位。
二、工作面支护密度的确定
支架密度验算:
1、根据2#煤层在实际采煤过程中所需支架密度1502采面为柱距600mm、排距1200mm,采面采用正悬臂齐梁齐柱支护方式,“三、四”排控顶,柱距600mm,排距1200mm。
2、按6倍采高的岩石重量所需支架密度:
Q-RC/P=6×1.42×2.5×1.4/30=0.994(根/m2)。
式中:
Q——支架密度;(根/m2)
R——单位面积垮落的岩石重量;取R=2.5(T)
P——每根单体支柱工作阻力:
P=30T
C——不均衡性系数:
C=1.4
三、工作面柱距的确定
确定柱、排距,并验算支架密度:
按采面最大倾向长度110m时验算,最大控顶距为4800mm,最小控顶距为3600mm;戗柱每l200mm支设一根,则有:
N大=(110/0.5)×4+100/1+8×2=998(根):
N小=(110/0.5)×3+100/1+8×2=778(根);
S大=110×4.9+4×1.2×2=499.6(m2)
S小=110×3.7+4×1.2×2=379.6(m2)
Q大=N大/S大=998/499.6=1.997>0.991(根/m2)。
Q小=N小/S小=778/379.6=2.049>0.99l(根/m2)。
四、支柱选型设计
支架形式的选择:
1、为便于炮道管理,按正悬臂齐梁齐柱支护,悬臂比为5:
7(即靠老塘侧500mm,靠煤壁侧700mm),柱距600mm(即顺采面方向相邻正柱中对中距600mm),排距1200mm(即垂直于采面方向相邻正柱中对中距1200mm)。
2、每一架支护中间加设一根密集支柱加强支护。
3、戗柱在切顶排按隔一棵基本柱支设一棵戗柱。
五、合理控顶距的选择
1、采用全部垮落法管理顶板,“三、四”排控顶,见“四回一”。
最大控顶4.8m,最小拉顶距3.6m,放顶步距1.2m。
六、工作面生产能力
每班循环产量:
Q=L×S×M×γ×N
=110×1.2×1.8×1.35×95﹪=305(t)
第二节工作面顶板控制
一、回采时顶板控制方式
采用全部垮落法管理顶板。
采空区处理方式:
采用顶板自然垮落式。
二、特殊支护及要求
1、上、下安全出口除“4对8梁”外,其后面应用单体配合铰接顶梁支护顶板。
2、超前支护方式:
1502运输巷、回风巷均采用双排走向铰接顶梁配合2.2m单体支设,两巷顶板破碎地段必须用木背板、竹笆、半圆木等接顶背实,两巷支护长度均不低于20m(其中双排10m,单排20m)。
三、回柱放顶
由下至上进行回柱放定。
四、工作面支护
附图:
工作面支护示意图(附图3)
第五章生产系统
第一节运输
一、运输设备
1、采用的是“三、八”制作业方式,每天的出煤时间为12小时,则每小时的煤量为:
608/12=51(吨)/小时,而主运输系统的小时生产及运输能力均在120吨以上,故满足要求。
运煤线路:
1502工作面→1502运输顺槽→1502运输巷→南翼运输巷→主运输巷→煤仓→主斜井→地面
2、辅助运输系统
采用调度绞车进行材料设备的运输。
辅助运输线路:
地面→副斜井→南翼辅运上山→1502回风巷→1502工作面各用料点
附:
1502工作面运输系统图(附图4)
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风
1502工作面采用全负压通风
二、风量计算
1、按工作面同时工作的最多人数27人,外加检查人员5
人计算,工作面人数最多时可达32人:
O=4N=4×32=128m3/min
Q--工作面风量。
4--每人每分钟所需要的新鲜风量。
N--工作面可达到的最多人数。
2、按瓦斯涌出量计算
Q=100Kq=100×1.5×3=450m3/min
100--每分钟稀释1m3瓦斯所需的空气。
K--系数(取1.2--2.1)
q--绝对瓦斯涌出量
3、按一次起爆的炸药量计算:
Q=25A=25×12=300m3/min
25--爆破1kg炸药需要25m3的风量稀释
A---工作面一次爆破的最大药量。
4、经过计算,取风量最大值450m3/min
5、风速计算:
Vl=Q/60S2=450/60×5=1.5m/s)0.25m/s
V2=Q/60S1=450/60×3.8=1.97m/s<4m/s
V1--最小风速。
V2--最大风速。
Q--预取风量。
S2--最大面积。
S1--最小面积。
经过计算风量满足要求。
附:
通风系统示意图
三、通风路线
1、新鲜风流
主斜井及副斜井→南翼石门→南翼运输巷→1502运输巷→1502运输顺槽→工作面。
2、乏风流
工作面→1502回风顺槽→南翼回风巷→回风斜井→经主扇风机排出。
附图:
通风系统图(附图5)
四、瓦斯检查及安全监测监控
瓦斯监测探头的安设及控制范围:
(1)T1瓦斯传感器安设在1502运输巷内距采煤工作面煤壁≤10m处,监测工作面进风流中的瓦斯浓度,当T1≥0.5%时报警、断电,当T1≥0.5%时切断1502运输巷进风巷道内所有非本质安全型动力电源,当T1<0.5%时复电;
(2)T2瓦斯传感器安设在1502采面的上隅角,当T2≥1.5%时报警、断电,当T2≥1.5%时切断工作面及回风巷道内所有非本质安全型动力电源,当T2<1.0%时复电;
(3)T3瓦斯传感器安设在1502回风巷内距采煤工作面煤壁≤10m处,监测工作面风流中的瓦斯浓度,当T3≥1.0%时报警,当T3≥1.5%时切断工作面及1502运输巷、采面、回风巷所有非本质安全型动力电源,当T3<1.0%时复电;
(4)T4瓦斯传感器安设在1502回风巷开口以里10~15m处,监测工作面回风流中的瓦斯浓度,当T4≥1.0%时报警、并切断工作面及回风巷道内所有非本质安全型动力电源,当T4<1.0%时复电。
附图:
安全监测监控系统图(附图6)
五、综合防尘
在工作面上、下出口铺设防尘管路,每隔50米安装一组
三通阀门,在回风巷内设置全断面的喷雾水幕2道,溜子机头、
皮带机头使用洒水喷头降尘净化空气;作业人员佩戴防尘口罩,搞好个体防护。
附图:
防尘系统图(附图7)
第三节排水
一、涌水因素
F10断层导水及煤层顶板水。
二、排水路线
工作面→1502运输顺槽→南翼运输巷→主水仓→经主排水泵排出。
附图:
排水系统图(附图8)
第四节供电
一、供电管理
地面变电所→井下1384水平机电硐室→南翼石门→南翼运输巷→1502运输巷→工作面
附图:
供电系统图(附图9)
第五节通信照明
一、通信照明系统
主斜井运输皮带巷采用防爆日光灯管照明;采面作业时
采用矿灯照明。
通讯设施布置:
在采面机巷超前溜子机头和风巷上出口往
外20米范围内各安设一台直通矿调度室调度电话,以便于调
度指挥生产和井下汇报工作。
附图:
通信、照明系统图(附图10)
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、劳动组织图表
第二节作业循环
一、循环作业图表
第三节主要技术经济指标
一、主要经济技术指标表
序号
指标名称
单位
数量
序号
指标名称
单位
数量
1
煤层编号
5#
10
可采时间
月
5.9
2
走向长度
m
521
11
采面回采率
%
95
3
倾斜长
m
110
12
正规循环率
%
80
4
倾角
0
7
13
循环进度
m
1.2
5
煤厚
m
1.8
14
循环产量
T
305
6
采高
m
1.8
15
平均月进度
m
60
7
容重
T/m3
1.35
16
炸药消耗量
kg/循环
75.3
8
每米煤量
T/m
254
17
雷管消耗量
发/循环
215
9
可采储量
T
7.11
18
木料消耗量
m3/m
0.15
二、作业方式
三八制作业
第七章安全技术措施
第一节一般规定
一、打眼
1、严禁戴手套打眼,打眼必须两人一组,一人提电煤钻,
一人掌钎,严禁在残眼上打眼。
2、打眼前,必须先检查电煤钻及综保是否完好,确保安全
可靠后,才能打眼。
3、打眼前,必须先对打眼地点的顶板进行检查,加强支护,
随时敲帮问顶,及时找掉悬矸活石,确保支护安全可靠后,方
可打眼。
4、打眼应按照爆破作业图表规定的眼距、角度、深度施工。
5、严禁瓦斯超限打眼。
当瓦斯浓度达到O.8%时,必须停
止打眼,进行处理,当瓦斯浓度低于O.8%时,方可打眼,眼打完后,电煤钻必须挂放在距上、下安全出口20m以外无淋水、顶板完好的风、机巷内,电缆挂好并切断电源,严禁乱扔乱放。
6、严禁用脚蹬等办法强行打眼,以免损坏电煤钻。
7、禁止在裂隙或残眼内打眼和继续加深炮眼,如打眼过程
中发现出水、温度变化、瓦斯超限等异常情况,必须立即停止
打眼工作,查明原因待处理好后,方可继续打眼工作。
二、放炮
1、采煤工作面所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,
必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。
2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,严格执行采煤工
作面作业规程及其爆破说明书。
爆破作业必须执行“一炮三检”
制(装药前、爆破前、爆破后检查瓦斯)和三人联锁放炮制。
3、爆破作业必须严格执行“三保险”(拉线、设置警标、
吹哨)制度。
4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。
报废的爆炸材料
必须交回炸药材料库,上交到公安局统一处理。
5、爆破作业,必须使用三级煤矿许用乳化炸药和煤矿许用
毫秒延期电雷管,煤矿许用炸药安全等级不得低于三级,煤矿
许用毫秒延期电雷管最后一段的延期时间不得超过l30ms。
6、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料
箱内,并加锁,严禁乱扔、乱放。
爆炸材料箱必须存放在顶板完
好、支架完整,避开机械、电气设备,不潮湿的地点。
爆破时
必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。
7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬
拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,
拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷管后,必须将其脚
线扭结成短路。
8、装配起爆药卷时,必须遵守下列规定:
①、必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的
爆破工作地点附近进行。
严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。
装配起爆药卷数量以当时当地需要数量为限。
②、装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击,折断
脚线和损坏脚线绝缘层。
③、电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、
木棍扎眼。
电雷管必须全部插入药卷内。
严禁将电雷管斜插在
药卷的中部或捆在药卷上。
④、电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结成短路。
9、装药前,首先必须清除炮眼内的煤粉,再用木质或竹质
炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞或捣实。
炮眼内的各药卷必须
彼此密接。
有水的炮眼,应使用抗水型炸药。
装药后,必须把
电雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电
气设备以及掘进机械等导电体相接触。
10、炮眼封泥应用水炮泥。
水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘
土或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。
严禁用煤
粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
无封泥、封泥不
足或不实的炮眼严禁爆破。
严禁裸露爆破,严禁放糊炮。
11、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求:
①炮眼深度小于0.6m时,不得装药、爆破;在特殊条件下,如挖底、刷帮确需浅眼爆破时,炮眼深度可以小于0.6m,但必须符合下列要求:
a、每孔装药量不得超过l50g;
b、炮眼必须封满炮泥;
c、爆破前,必须在爆破地点附近洒水降尘,并检查瓦斯,浓度超过0.8%不准爆破;
d、检查并加固爆破地点附近支架;
e、爆破时,必须派专人到指定地点站好岗并有班组长在现场指挥;
②炮眼深度为0.6~1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
③炮眼深度超过lm时,封泥长度不得小于0.5m。
12、装药前和爆破前有下列情况之一的,严禁装药、爆破;
①、呆煤工作面的控顶距离不符合作业规程
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- 1502 回采 工作面 作业 规程
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