13502采煤工作面作业规程编号采080号.docx
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13502采煤工作面作业规程编号采080号
采煤工作面作业规程
编号:
采080号
工作面名称:
西翼13502采区
编制人:
施工负责人:
技术负责人:
主管矿长:
批准日期:
2008年月日
执行日期:
2008年月日
会审意见
会审单位及人员签字
总工程师:
年月日
生产:
年月日
通风:
年月日
机电:
年月日
计划:
年月日
煤质:
年月日
技术:
年月日
地测:
年月日
安全:
年月日
运输:
年月日
供应:
年月日
劳资:
年月日
一、存在主要问题:
二、处理意见:
本掘进作业规程符合矿的实际,请及时组织学习,施工人员经培训考试合格后方可作业,在作业过程中严格执行、并根据条件及生产实际情况及时修订。
xxxxx煤矿
2008年3月8日
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置
西13502采煤工作面位于+605m水平西翼一采区,为该采区的第二采煤工作面。
东临+605m井底车场及人行上山;西临井田边界;南面上部为采空区。
工作面走向长200m,倾斜宽80m,可采面积16000m2。
二、地面相对位置
工作面对应的地面为一荒坡,地面标高在+720-790m。
三、回采对地面的影响
该工作面的煤层埋深为100-130m,地面无建筑物及地表水体,煤层开采对地面不会造成太大的影响。
四、工作面相邻采动影响
本工作面邻近无其它采掘工作面,不存在相互采动影响,但随着工作的推进,采动压力将向东推移,采区的提升下山及回风上山部分地段可能出现压力增加现象。
第二节煤层
一、煤层厚度
根据工作面运输巷、回风巷和开切眼掘进的煤层揭露情况看,本工作面开采的C5煤层厚度为1-1.13m,平均1.1m,煤层厚度比较稳定。
二、煤层产状
煤层走向80~60°,倾向330~345°,倾角35~40°,平均35°。
三、煤层结构
根据工作面运输巷、回风巷和开切眼揭露,煤层结构简单,局部夹矸,属稳定簿煤层,煤的普氏硬度为3.28~8.9,平均硬度f=4.22。
四、煤质
该工作面C5煤上部为半亮型煤,夹少量镜煤条带,玻璃光泽较强,下部为半暗型煤,以亮煤和暗煤为主,裂隙发育;根据化验结果C5煤层煤质为(平均值):
灰份(Ad)32.19%,全硫(St、d)0.84%,水分0.83%,发热量23.12MJ/kg,属特低磷、低硫、中高发热量优质无烟煤(工业牌号WY03)。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板
伪顶为碳质泥岩,厚约0.30m;直接顶板为细砂岩和砂质泥岩,间接顶板为粉砂岩;周期来压不明显,一般10~15天,属I级基本顶。
二、煤层底板
直接底板主要为泥岩,次为粘土岩,中硬IV类底板,一般厚24m。
三、工作面地层综合柱状图(图1-1)。
图1-1工作面地层柱状图
第四节地质构造
一、断层
在运输巷、回风巷及开切眼的掘进过程中,未发现断层构造。
二、褶曲
本工作面的地质构造为单斜构造,未见褶曲。
三、其他因素
该工作面无陷落柱、火成岩等影响回采的其他因素。
四、工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图(见图1-2)。
第五节水文地质
该区域水文地质条件总体属简单类型,本开采区上部有紫色砂岩、粉砂质泥岩(T1f5)弱含水隔水层,厚约122m。
虽然砂岩、粉砂岩有裂隙、孔隙含水,出露于斜坡地带,但砂岩厚度仅为2~3m,并有泥岩、粘土岩阻隔分离。
其底板下伏地层为深灰色粉砂岩夹泥质粉砂岩、C5煤层总厚30m左右,隔水良好,底板充水因素差。
矿井涌水以雨季顶板淋水形成矿井充水,含水层的补给条件差、富水性弱。
工作面运输、回风巷掘进过程中,仅个别地段有少量滴水,无大的涌水情况。
目前矿井正常涌水量为15~20m3/h,最大涌水量为30m3/h
工作面预计正常涌水量为2m3/h,最大涌水量为5m3/h。
第六节影响回采的其它因素
矿井为低瓦斯矿井。
参照相邻工作面瓦斯涌出量,预计瓦斯涌出绝对涌出量0.4m3/min。
经江西煤矿检验中心提供的鉴定报告证明,C3煤层自燃发火倾向性等级为三类,属不易自燃煤层,煤尘无爆炸性。
地温正常,本矿开采以来未发现冲击地压出现,工作面上方也没煤岩柱等引起应力集中的因素存在。
预计本工作面无冲击地压和应力集中影响。
地质部门无其他建议。
第七节储量及服务年限
(一)计算工作面可采储量
工作面走向长200m,倾斜宽80m,平均煤厚1.m,煤层视密度1.5t/m3,储量2.4万吨,可采储量为2.28万吨。
(二)工作面的服务年限=可采储量/设计月产量。
工作面的服务年限=24000/2000=12(个月)
经上述计算本工作面服务年限为12个月
第二章采煤方法
工作面煤层平均厚度1.1m,煤层倾角35°左右,煤层稳定,结构简单、水、火、瓦斯灾害影响较轻,考虑本矿装备及生产经验,决定采用单一走向长壁式采煤法,全部垮落法控制顶板。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置情况
西翼一采区为单翼采区,采区上山位于采区东部且沿C5煤层布置,在+605m标高开口顺煤层沿走向分别布置工作面和运输巷,利用上部原有运输巷作回风巷,通过开切眼贯通两巷。
在进风巷铺设600mm轨距轨道,605m设有井底车场;运输巷安设消防、防尘管路和安设有消防、防尘设施。
二、工作面运输巷、回风巷及开切眼巷道
本工作面运输平巷、回风平巷均为梯形断面,上净宽1.6m,下净宽2.4m,净高2.m,净断面为4.m2,采用20cm圆木架厢支护,支架间距0.8m。
开切眼为矩形断面,宽2.0m,高1.65m,断面积为3.3m2,顶柱沿煤层走向布置,排、柱间距为1.0×0.8m。
运输平巷承担进风、行人、运煤等任务,回风平巷承担回风任务,并分别作为工作面上下安全出口。
第二节采煤工艺
工作面采用爆破落煤工艺,“三班作业,两采一准”;其工艺流程为:
安全检查→打炮眼→装药连线→爆破→临时支护→人工刮煤→→支护→回柱放顶。
工作面位置及巷道布置见图2-1。
一、爆破落煤
工作面采用MSZ-1.2型煤电钻两台,两段同时打眼。
炮眼采用三花眼布置,底板眼炮眼深度1.3m,顶板眼炮眼深度1.2m,装药量为底板眼0.3kg/眼,每个炮眼采用水炮泥及黄泥封孔,长度不小于0.6m,使用1—5段合格的毫秒延期电雷管,3#煤矿安全许用炸药,正向装药。
爆破方法:
采用串联方式连线,严格按图2-3所示的爆破顺序起爆,分次装药分次爆破;每次起爆长度20m,起爆地点设置于进风风流中,并距离爆破点不得小于60m(详见图2-2及爆破说明书)。
爆破说明书
眼
号
起
爆
顺
序
联
线
方
式
装
药
结
构
炮眼长度(m)
角度(°)
装药量
(g)
数封
备注
眼长
眼深
水平
府、仰角
水炮泥(个)
数封泥长度(mm)
1
I
串
联
正
向
1.32
1.3
85-90
-9-7
300
2
>600
一次最
大起爆
药量
5kg,雷
管16个
3
III
1.22
1.2
85-90
-9-7
150
2
>600
循环合计
203.2
循环雷管消耗160个
36kg
480
>48m
说明:
起爆使用矿用1、3(或2、4,或3、5)段毫秒延期电雷管,对应底、顶眼。
二、装煤、运煤
工作面采用人工装煤、运煤;运输巷采用采用人工推车运输至656中部车场;轨道上山采用JBT-800×600型绞车提升;主平硐采用CCG-3.0/600FB型机车运输到地面。
三、工作面支护和采空区处理
工作面采用采用20cm圆木支护顶板。
最大控顶距为4排支柱;最小控顶距为3排支护;排距1.0m,柱距0.8m。
工作面采用全部垮落法处理,当工作面已架设4排支柱时,进行回柱放顶(见4回1),使采空区直接顶直接垮落(见图2-3)。
四、正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c
式中:
L——工作面长度,40m;
S——工作面推进度,1.2m;
h——工作面煤层采高,1.0m;
c——工作面采出率,95%;
r——煤的视密度,1.5t/m3。
经计算工作面正规循环生产能力为68.4t。
最小控顶距
最大控顶距
图2-3
第三节设备配置
按本矿设备装备情况,工作面设备配置如下:
工作面使用MSZ-1.2型煤电钻打眼,放炮落煤,金属摩擦支柱加金属铰接顶梁支护,采面配备SGD3-17B型的刮板输送机送煤,运输苍配备SGD320-17B型的刮板输送机两台,DTL650/20/2皮带运输机一台。
设备及工具配备详见下表。
设备及工具配备表
设备名称
规格型号
单位
数量
电煤钻
MSZ-1.2
台
4
绞车
JTL800*600
台
1
矿车
MGC1.1-6
辆
12
机车
CCG-3.0/600FB
台
2
木支柱
20cm
根
200
钻杆
1.5m
根
20
真空电磁启动器
QBZ-80
台
6
电煤钻综合保护装置
BZ80-2.5z
台
2
检漏继电器
JY82A
台
2
瓦检仪
AQG-1
台
2
防爆电话
台
2
放炮器
MFB-100A
台
1
矿用橡套电缆
MUP3X50+1X10
m
300
矿用橡套电缆
MUP3X35+1X10
m
300
矿用电钻电缆
UZ3*4+1*4
m
600
矿用橡套电缆
UP3*25+1*10
m
400
矿用通信电缆
UHXH30
m
600
监测监控系统
KJ92探头
个
1
升柱器
HSY-5
台
4
自制回柱器
非标
台
10
十字镐
把
8
铲锄
把
10
第三章顶板控制
第一节支护设计
根据本矿同煤层开采经验及本矿支护装备情况,工作面拟选用木顶柱支护;两巷超前支护用金属铰接顶梁。
一、工作面支护设计
1、有专家设计系统时,可根据系统要求,合理选取参数设计,本处按类比法,用经验公式计算设计。
工作面合理的支护强度:
Pt=9.81hrk
式中:
Pt——工作面合理支护强度,kN/m2;
h——采高,1.0m;
r——顶板岩石密度,2.5t/m3
k——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4-8,该面取6。
经计算得:
Pt=9.81×1.0×2.5×6=147Kn/m2
2、支柱实际支撑力
Rt=kgkzkbkhkaR
式中:
Rt——支柱实际支撑能力,kN;
kg——支柱工作系数,取0.90;
kz——支柱增阻系数,取0.80;
kb——不均匀系数,取0.8;
kh——采高系数,取0.90;
ka——倾角系数,取0.90;
R——支柱额定工作阻力,350kN。
经计算得:
Rt=0.9×0.8×0.8×0.9×0.9×350=163.3kN
3、合理支护密度
n=Pt/Rt
式中:
n——支柱密度,根/m2
Rt——支柱实际支撑能力,kN/根
Pt——合理支护强度,kN/m2
n=147/163.3=0.9根m2
4、工作面柱、排距
(1)排距确定
工作面配备木柱顶子,顶子长1.6m,确定排距为1m;工作面控顶采用“三四排”管理,则最大控顶距为4m。
(2)柱距确定
工作面支柱总数计算
N支总=S*n=B*L*n
式中:
S——工作面控顶面积,m2,160m2;
B——最大控顶距,m,4m;
L——工作面长度,m,40m;
n——支柱密度,根/m2,0.9m2
代入数据计算为工作面支柱总数为144根,平均每排支柱为36根。
柱距=L/36=1.1(m/根)
为便于操作,确定工作面柱距为1.m。
则工作面需支柱145根,支护密度为0.9根/m2。
根据以上计算支护强度,确定工作选用直径20cm圆木支柱进行支护,确定工作面柱距为1m,排距为lm,支护密度为1根/m2,大于理论计算支护密度0.9根/m2,可满足工作面控项要求。
第二节工作面顶板控制
一、工作面支架布置方式
1、工作面选用20cm木支柱,采区如果遇破碎带,则顶柱必须带帽,帽长度为0.7m,支柱迎山角5°。
(详见图3—2)。
2、工作面支护采用“三四排”控顶,“见四回一”。
最小控顶距3.0m,最大控项距4.0m;放顶步距1.0m(见图2-3)。
3、工作不得留有伞檐,防止煤垮落伤人;有可能片帮的地方必须打贴帮支柱,并用圆木背牢煤壁,防止大面积片帮。
二、顶板来压的支护措施
本工作面为II类I.级顶板,无应力集中区,无断层、褶曲,预计不会有大的顶板来压现象。
在开采过程中,重点注意煤壁、梁端冒落或片邦,工作面局部冒落造成漏垮型冒顶事故。
1、防止煤壁放炮后,顶板冒落、煤壁片帮,要及时投上支柱,梁端距煤壁不大于0.3m。
2、鉴于顶板岩性差,可能出现局部冒顶,应加强护顶措施,投木柱必须带帽支护。
三、回柱放顶方法及回柱工艺
采用全部垮落法处理采空区,人工回柱放顶,使用自制回柱
器回柱。
回柱时采用由下而上依次分段作业,分段长度为20m,回柱前必须沿放顶线打好切顶挡矸密集支柱,密集支柱间距O.25m,每间隔1O米留一个安全通道,宽度不小于O.5m。
坚持先支后回。
四、运输巷回风巷支架回撤
运输巷、回风巷支架回撤,随采煤工作面的推进每天回撤一次,仍采用,自制手摇回柱器进行支架回撤。
回撤时必须严格执行以下规定:
1、20m范围内(含工作面)不得有与回撤支架无关的工作及人员。
2、清理回柱器与支架回撤处之间的所有杂物,保证回撤支架工作顺利进行。
3、回柱器安设地点距回架地点不得小于30m,并在回柱器前方设二根支柱,用以固定回柱器。
4、回支架时回柱器前方严禁有人,以防回架时钢丝绳断绳或反弹伤人。
5、回柱器主绳终端上设三根不同长短的钢丝绳(长度为2m—5m)回架时根据现场支架的受力情况,分别将三根不同长短的钢丝绳系在支架的梁、腿上,并固定好后,人员撤到回柱器后方,方可启动回柱器回柱。
6、支架回撤到安全地点后,人员方可将支架运到回柱器后方,并推放整齐。
7、每回撤完一套支架后,待顶板稳定,确认无安全隐患后,人员方可进入回架地点栓套第二架需要回撤的支架。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输平巷、回风平巷超前支护
超前支护范围为工作面煤壁线外10m范围内,在原巷道支架下方架设单排支柱支护,间距lm,顶梁成走向布置。
超前支护巷道内支架必须完整无损,其高度不得小于1.6m(见图3-2)。
二、端头特殊支护
工作面上下端头各增加四根支柱支护,保持四柱完好,并随工作面推进交替迈步前移。
严禁不成对使用,以确保支护强度。
三、支护材料
工作面正常支护使用,两巷端头、超前支护使用支柱20根。
按10%备用计算,工作面需配备支柱165根,备用材料置于工作面运输巷30m外安全地点,随用随补。
四、工作面支护示意图
图3-2工作面支护示意图
第四节矿压观测
加强矿压观测,成立矿压观测小组,组长由矿技术负责人担任,成员由生产科长、采煤队长,安全科长等人员组成。
观测小组必须做到以下要求。
1、要求人员组织到位,培训到位,观测仪器落实到位。
2、观测内容为:
工作面支柱压力动态变化量、顶板下沉量、顶板下沉速度,巷道变形离层量、两巷压力前移变化量、支柱所受的压力和支柱压缩量。
对观测结果进行分析,搞清顶板活动规律,更科学地指导安全生产。
3、矿压观测人员每班测出的资料,由组长负责收集,及时整理,并将工作面情况向矿长、安全矿长汇报,以便采取相应措施。
4、观测人员要不定期对支柱进行抽查,发现支柱初撑力低,有权让现场作业人员进行重新升柱,否则不准作业。
5、观测人员发现支柱工作阻力降低及支柱损坏等,应及时采取相应措施,并向矿调度室汇报。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备
工作面配备铲锄4把;运输巷配备常保持4台矿车,人工直接装车。
二、主平硐运输大巷配备防爆机车两台,确保提升上来的煤车及时运送到地面。
三、运煤路线
1、运煤系统:
采煤工作面→工作面运输巷→+656m中车场→轨道上山→+723m绞车巷→723主运输大巷→地面。
2、运料系统:
地面→723主运输大巷→+723m绞车巷→轨道上山→656m中车场→工作面运输巷→工作面。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风设施设置
工作面回风巷与+656m人行上山中部处设置两道正反向风门,回风巷与回风上山联络石门处设置两道调节风门(见图4-2)。
风门要完好结实严密,不漏风,风门能自动关闭,为防止人为将两道风门同时打开,造成工作面风流短路,风门之间必须设置闭锁装置。
二、工作面实际需要风量的计算
工作面实际需风量根据瓦斯涌出量、同时工作的最多人数、炸药量和工作面温度分别进行计算,取其中最大值进行风速验算,满足要求时,该最大值即是工作面实际需要风量。
1、按瓦斯涌出量计算
Q=IOO×q×k
式中:
Q——工作面实际需要风量,m3/min;
q——工作面瓦斯绝对涌出量为0.4m3/min;
k——工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数(1.4-2),取1.7。
Q=100×0.4×1.7=68m3/min
2、按炸药用量计算:
Q=25A
式中:
A——A工作面一次最大爆破炸药量,为5kg。
Q=25×5=125m3/min
3、按工作面每班工作最多人数计算:
Q=4n
式中:
n——工作面最多人数,按实际工作人数加管理人员,取25人;
Q=4×25=100m3/min
4、按工作面温度计算
Q=60VS
式中:
V——工作面适宜风速,最低不得低于0.25m/s,取0.8m/s;
S——工作面平均断面。
S=1.×4=4.0m2;
Q=30×0.8×4=96m3/min
5、按风速进行验算
按《煤矿安全规程》的规定,回采工作面最低风速不低于0.25m/s,最高风速不高于4.0m/s,即:
15S<Q<240S
式中:
S——工作面平均断面积,6.6m2。
根据以上计算,取最大值317m3/min按风速进行验收:
99m3/min<317m3/min<1584m3/min
6、确定工作面实际需风量
根据以上计算及验算,工作面实际最大需风量值为317m3/min。
三、通风线路
主斜井→井底车场→+1270m运输大巷→+1270m甩车场→轨道上山→+1250m下车场→工作面运输巷→102工作面→工作面回风巷→回风上山→总回风巷→引风道→地面(见图4-2)。
图4-2采煤工作面通风系统示意图
1、加强对工作面瓦斯监测,在中工作面出风口不大于10m处安设安全监测的甲烷传感器。
甲烷传感器安设在巷道的上方,并垂直悬挂,距顶板不得大于300mm,距巷帮不小于200mm,瓦斯报警浓度大于等于1%;断电浓度大于等于1.5%,复电浓度不大于1%,断电范围为:
工作面及回风巷内的全部非本质安全型电气设备。
传感器每周调校一次。
2、监控系统必须由专人维护,确保系统的灵敏可靠。
3、当瓦斯超限或监控系统报警时,要按规定安排撤人,并及时查明原因进行处理。
4、当工作面风流中瓦斯浓度达到1%时,停止用电煤钻打眼,爆破地点附近20m范围内瓦斯浓度达1%时,严禁放炮。
5、工作面及回风巷内,体积大于0.5m3空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,采取措施进行处理。
6、工作面风流中,电动机或开关安设地点附近20m以内瓦斯浓度达到1.5%,必须停止工作,切断电源,撤出人员,采取措施进行处理。
7、工作面回风流中瓦斯浓度超过1%(或二氧化碳超过1.5%时)必须停止工作,撤出人员,采取措施进行处理。
8、因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备,必须在瓦斯浓度降到1%以下时,方可通电启动。
9、所有人员进出回风巷时,严禁将两扇风门同时打开形成风流短路,造成工作面瓦斯超限,若风门关闭不严或其它通风设施受损要及时报告调度室进行处理。
五、综合防尘系统(见图4-4)
1、防尘供水系统
地面消防水池→主斜井→井底车场→+1270m运输巷→+1270m甩车场→轨道上山→十1250m中部车场→工作面回风巷→采煤工作面。
→+1250m下部车场一运输平巷一采煤工作面。
供水管路每隔50m安装一个三通装置,供平时定期冲洗巷道使用,主管道用2寸钢管,采煤工作面用1寸软皮管。
2、防尘方式
采煤工作面、各转载煤点、回风巷均采用喷淋洒水。
各作业点工作人员必须佩戴好防尘口罩。
图:
4-4采煤工作面防尘系统示意图
第三节排水
工作面涌水量不大,采煤工作面的水从运输巷自流到+1250m水仓,由水奈抽到+1270m水仓,经主水泵抽出地面。
排水线路为:
采煤工作面→+1250m水仓→+1270m水仓→地面水池(见图4—1)。
第四节供电
一、供电系统
采煤工作面供电电源由采区配电硐室供给,进线总开关选用DW81--350型隔爆自动馈电开关,各配电支线选用DW81--200型隔爆自动馈电开关,设置JY82A型检漏继电器与DW81—350型隔爆自动馈电开关配合使用。
工作面刮板运输机、运输巷刮板运输机选用QBZ一80型真空电磁起动器作为设备起、停控制;皮带运输机选用配套设备供电;煤电钻选用BZ80--2.5Z煤电钻综合保护装置供电;井下提升绞车选用配套设备供电;水泵选用QBZ一80型真空电磁起动器控制设备起、停(见供电图4--5)。
第五节通讯照明
工作面上下出口、+1250m车场均需安一个防爆电话,可直接与+1270m车场、地面调度室联系。
采煤工作面通讯见图4—6
+1250m车场、中部绞车室、+1270m车场均安装防爆日光灯。
图4-5采煤工作面供电系统示意图
图4-6采煤工作面供电系统示意图
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
工作面采用“三八”制作业形式,两采一准,每循环推进度2.0m。
即2班生产,一班准备,每日1个循环。
表5-1劳动组织表
序号
工种
班次
合计
一班
二班
三班
1
班长安全员
1
1
1
3
2
瓦检员
1
1
1
3
3
打眼工
4
4
0
8
4
放炮员
1
1
0
2
5
支柱扶煤移溜
8
8
0
16
6
输送机司机
4
4
0
8
7
电钳工
1
3
8
两巷支护工
2
2
回柱工
8
8
合计
20
20
13
53
第二节作业循环
第三节主要技术经济指标
表5-3主要技术经济指标
序号
项目
单位
数据
1
工作面倾斜长度
m
80
2
工作面走向长度
m
350
3
采高
m
1.65
4
煤层生产能力
t/m2
2.3
5
循环进度
m
2.0
6
循环产量
t
176
7
循环率
%
85
8
月循环数
个
25
9
月进度
m
50
10
日平均产量
t
294
11
月产量
t
8800
12
工作面可采期
a
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- 13502 采煤 工作面 作业 规程 编号 080