1398采煤作业规程.docx
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1398采煤作业规程
李子冲煤矿
1398工作面回采
作
业
规
程
编 制:
审 核:
总工程师:
机电矿长:
生产矿长:
安全矿长:
矿 长:
李子冲煤矿
二O一二年八月
目录
一、编制依据
二、矿井本采区概况
三、地质情况
四、工作面特征及储量
五、采煤方法及工艺
1、采煤方法及工艺
①选择依据②巷道布置方式③采高的确定④循环进度
2、回采工艺
①落煤方式②装运煤③采煤支护
3、顶板管理方式
4、回柱放顶方法
六、循环作业、劳动组织、主要经济技术指标
1、循环方式
2、劳动组织和出勤表
3、设备的配备表
七、通风
1、风量计算
2、通风系统及通风设施、仪表的布置
3、通风系统
4、瓦斯治理
八、运输系统
1、运煤系统
2、运料系统
九、供电系统
十、通讯照明
十一、防尘系统
十二、安全措施
1、初放措施
2、采煤支护措施
3、打眼放炮措施
4、回柱放顶措施
5、防治水
6、巷道安全措施
7、临时停电安全技术措施
8、机电设备的安全技术措施
9、过断层措施
10、工作面收尾措施
11、煤质措施
12、其他措施
十三、安全管理制度
1、敲帮问顶制度
2、顶板管理制度
3、交接班制度
4、工程质量验收制度
5、两巷维护制度
6、机电设备维修保养制度
7、运输管理制度
8、瓦斯煤尘管理制度
9、放炮及瓦斯管理制度
10、通风机、通讯设备管理制度
十四、贯彻学习记录
一、本规程编制依据
1、《矿井开采设计说明书》贵州大学勘察设计研究院2009年10月版。
2、《矿井安全设施设计专篇》贵州大学勘察设计研究院2009年10月版。
3、《煤矿安全规程》国家煤矿安全监察局2009年版。
4、《煤矿各工种技术操作规程》和《煤矿各工种岗位责任制》。
5、《李子冲煤矿安全生产管理制度》。
6、《煤矿采煤工程验收质量标准》
7、中化地质矿山总局贵州地质勘查院于2004年10月提交《贵州省金沙县沙土镇李子冲煤矿生产地质报告》及相关图纸。
二、概况
工作面位置
1398采煤工作面位于矿井主斜井北东翼,为矿井一采区第1个区段,该工作面标高+788.2m~+808.118。
回采范围
内外的采
掘关系和
影响
水平名称:
一水平,采区名称:
一采区,地面标高:
+848.326~+948m
井下标高:
+788.1~+808.479
地面相对位置:
荒山。
回采对地面设施的影响:
无建筑物、荒山。
井下位置及相邻关系:
1398采面上部为边界煤柱,下部为未开采区域,西为主斜井,上覆M8号煤层,下覆M12煤层。
走向长度:
170m,平均倾斜长度:
103m面积:
15250m2。
三、地质
回采工作面范围煤层赋存情况
煤
层
情
况
煤层
结构
较简单
综合柱状图
柱状
厚度(m)
文字
说明
厚度
最大1.86米
最小1.54米
平均1.7米
品种:
优质烟煤
硬度:
较硬
容重
1.45t/m3
煤的物理和化学性质
物理性质:
黑色,碎块状及粉状,夹亮煤条带,金属光泽,含少量黄铁矿结核,内生裂隙发育。
化学性质:
水份(Mad%)1.71~2.72,平均2.16。
灰分(Md%)14.17~23.69,平均18.33。
挥发分(Vdaf%)4.92~7.17,平均5.13。
固定碳(Fcd%)65.81~72.17,平均70.56。
硫份(Std%)0.78~1.49,平均1.23。
发热量(Qbdaf)(卡/克)6426~7020,平均6723。
顶
底
板
岩
石
性
质
岩性描述
厚度(m)
强度
分类
顶板
伪顶
炭质泥岩,
0.3
五类
直接顶
深灰色粉砂岩
3.5~4.3
四类
老顶
深灰色泥岩
4.5~5.3
四类
底板
0.3m粘土岩、深灰色粉砂岩
15.8~17
五类
地
质
构
造
及
水
文
地
质
根据现有巷道揭露资料分析,该面有小断层一条,落差为0.7m正断层,分别回风巷、往外110m处,断层穿过该面。
从掘进施工地质情况分析,该断层附近带顶板岩性较破碎。
断层产状为走向:
35°、倾向125°、倾角26°的正断层,落差0.7m,对工作面回采有一定的影响。
工作面水文地质较简单。
在1398采煤工作面回采巷道的掘进中,1398回风巷顶板有淋水现象,区域内有一落差小于1m的正断层,淋水为断层裂隙水。
在回采过程中,由于工作面中有断层存在,在接近断层时,应提前做好过断层的安全技术措施,加强煤壁和顶板的管理。
本采取直接充水因数为煤层顶板裂隙水,根据《矿井水文地质规程》分类,本采取水文地质条件属于中等类型。
煤层瓦斯
、二氧化
碳含量及
突出危险
倾向性
根据2007年~2009年三年的《瓦斯等级鉴定》及批复,1398工作面开采区域按低瓦斯对待。
根据中国矿业大学(北京)2009年鉴定结论及批复:
我矿M9煤层开采+710~+950m范围内无突出危险性,M12煤层在+680m~+950m水平以上不具有突出危险性。
由于1398工作面开采M9煤层在+710水平以上,属于非突出危险区域。
煤层自燃
发火倾向
性、煤尘
爆炸及冲
击地压危
险性
1、根据《贵州省煤田地质局实验室爆炸性鉴定报告》,我矿M9、M12煤层的煤尘无爆炸性。
2、根据《贵州省煤田地质局实验室爆炸性鉴定报告》,我矿M9、M12煤层自燃倾向性分类为三级,为不易自然煤层。
3、无冲击地压危险性。
四、工作面特征和储量
走向长度
最大170米
最小90米
平均130米
倾向长度
最大103米
最小101米
平均102米
煤层厚度
最大1.72米
最小1.68米
平均1.7米
倾角
最大11度
最小10度
平均10.5度
平均厚度
最大1.74米
最小1.66米
平均1.70米
斜面积(㎡)
13260
容重
1.45
地质储量(t)
32685
可采储量(t)
28988
回采率(%)
0.95
回采储量(t)
27538
五、采煤方法及工艺
1、采煤方法选择
(1)选择依据:
根据煤层赋存条件、顶底板岩性及设计要求采用炮采工艺,走向长壁后退式进行回采,全部垮落法管理顶板。
(2)巷道布置方式:
布置回风巷及运输巷,巷道采用锚网支护,顶板破碎段采用工字钢支护。
切眼采用单体液压支柱支护。
(附:
1398回风巷、运输巷支护断面图)
(3)采高的确定:
1、工作面跟顶回采,本工作面煤层赋存厚度最大为1.72m,最小为1.68m。
平均1.7m。
煤层倾角10°~11°,正常回采期间采高确定为1.65m~1.7m内,如局部变薄,可跟顶破底回采,但采高最低不得低于1.6m。
特殊情况另拟定专门的安全技术措施。
(4)循环进度:
1m
2、回采工艺:
打眼装药—放炮—穿梁临时支护—攉煤——移溜—支护—回柱
(1)落煤:
A、1)落煤方法:
爆破与手镐落煤。
2)炮眼布置方式:
三角眼布置。
3)爆破方法:
串联联炮、正向爆炮。
炮眼与煤壁的夹角为65°~70°,顶眼仰角为5~16°,底眼在垂直面上向底板方向保持10~20°的俯角,为了避免崩翻输送机,底眼眼底高出底板约0.3m,底眼眼底的爆炮最小抵抗线位于输送机上部水平面上。
为了不崩倒支柱,使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。
B、打眼工具:
使用ZMS-1.2kw矿用防爆电钻2台,配1.5m长钎子打眼,配用MFB-200型电容式发爆器两台,一台备用,一台使用。
C、作业方式:
采用自采自准。
附图:
D、炮眼布置示意图:
E、装药结构图:
F、爆破说明书:
炮眼
位置
炮眼
眼
距
(m)
循环
眼数
(个)
循环
药量
(kg)
每眼
药量
(kg)
循环
雷管
数(个)
雷管
段号
(段)
联线方式
备
注
位置(m)
角度(°)
封泥长度大于0.5m
距顶
距底
水平
垂直
串
联
顶眼
0.3
1.3
0
90
0.7
147
66.2
0.45
147
1~5
底眼
1.3
0.3
10
80
0.7
147
66.2
0.45
147
1~5
G、一次起爆长度的确定:
采用串联爆破,严禁使用并联爆破。
一次装药一次起爆,禁止一次装药多次爆破,为了保证输送机不被爆破落煤压死。
每班炮眼分次起爆,一次起爆长度5m。
(2)装运煤
A、装煤:
工作面放炮后,人工攉煤进入刮板输送机,经桥式转载机→皮带运输机→+786石门刮板机→煤仓→主斜井皮带至地面煤场。
B、运输机型号选择及移置方法:
1)运输机型号:
采面运输使用SGB-620/40t刮板运输机、,工作面运输巷使用SZB-730/40转载机、SDJ800/35/2*40kw皮带运输机、+786石门使用SGB-620/40t刮板运输机。
2)工作面移溜使用单体支柱推溜,转载机使用回柱绞车配合单体支柱推移。
C、运输流程:
(附运输系统图)
1398工作面→1398运输巷→+786运输石门→+786煤仓→主斜井皮带→地面煤场
(3)采煤工作面支护:
A、支护形式选择:
根据临近矿山采煤工作面矿压观测资料,结合我矿煤层赋存情况及掘进过程中揭露煤层地质状况,工作面选用DW22-300/100型单体液压支柱,DJB1000/300型金属绞接顶梁。
B、支架密度计算:
①矿压实测支护密度:
1、工作面顶板压力的估算:
P=(4~8)MPT/M2
式中:
P——每平方米岩石的压力(吨)
M——工作面的采高取1.7m
R——顶板压力的平均容量,取2.4T/M3
则:
P=8MP=8*1.7*2.4=32.6T/㎡
理论支护密度G理应为:
G理=P/KF=32.6/KF
式中:
K——支柱工作阻力系数
F——单体支柱设计工作阻力为30t/根
则G=32.6/(0.85*30)=1.28根/m2
采面支护规格为:
三、四排管理,排距为1m,柱距0.8m,最大控顶距4m,最小控顶距3m,放顶步距1.0m。
二)顶板管理方法
1、材料:
单体液压支柱,型号为DW22-300/100型外注式单体液压支柱。
悬臂梁型号为DJB1000/300型。
2、采用“三、四控顶方式”即见四回一,全部垮落法管理顶板,最大控顶距4m,最小控顶距为3m,放顶步距1.0m。
3、回柱工艺及方法:
采用卸载手把插入支柱卸载阀,并用扒柱器从采空区拉回柱子,严禁从采空区人工捡出支柱和顶梁。
4、两巷支柱的回收必须与切顶线平齐。
两巷和切顶线平齐的棚梁上每隔0.5m要打上一根支柱作为关门柱。
5、根据采面顶板情况及临近矿山经验数据,预计工作面直接顶初次垮落步距为6~10m。
老顶初次垮落步距为10~15m,周期来压步距为8~12m。
6、支架布置方式
(1)采用齐梁齐柱正悬臂(7:
3)支柱。
柱距800mm,排距1000mm,迎山角度1°。
(2)支护的柱距0.8m,排距1.0m,工作面每推进1m,贴帮支柱前移1m。
(3)、板材用量:
每棚4~6根木板背顶,规格∮=50mm,长度1.0m。
(4)支护工具:
升柱使用注液枪,降柱使用专用卸载工具。
7、特殊支护
(1)密集支柱:
在切顶排的每两根基本柱之间打一根作为切顶柱。
(2)戗柱:
切顶排每隔1.6m支设一根戗柱,戗柱斜撑切顶排支柱顶梁下与顶板成70~80°的夹角(特殊情况例外)。
(3)端头支护:
采用四组八梁,一梁四柱液压支柱支护,梁长度为3.2m的长钢梁,作为下安全出口特殊支护。
上出口采用3.2m长钢梁走向棚加强支护。
8、两巷及超前管理方法
(1)工作面运输巷和回风巷出口距工作面煤壁20m范围内使用双排单体支柱配合铰接梁、沿走向布置、一梁一柱中定位的加强支护。
(2)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;运输巷超前靠上帮棚、回风巷超前靠下帮棚,与工作面上、下第一棚间距不大于0.5m。
(3)两巷净高不得小于1.8m,行人侧宽度不小于0.7m,断面最低不小于设计断面的80%。
(4)加强两巷的维护,发现棚子变形、片帮、漏顶要及时处理,确保两巷支护完整,无断梁折腿,无空帮空顶。
(5)在断层处或破碎带处,使用π形钢梁配单体液压支柱支护,一梁二柱进行支护。
(6)巷道无积水,无浮矸杂物。
梁柱、材料、设备等必须编号挂牌管理,按指定地点堆放整齐,严禁乱堆、乱放。
三、回柱放顶方法
(一)回柱方式
采用人工回柱
(二)回柱顺序
背接塘材→打水平销→挂拔柱器→卸载→拉柱→回收交接顶梁
(三)操作方法
1、准备工作
(1)备齐回柱工具(卸载手把、拔柱器、手锤、水平销、牵引绳等)
(2)认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况,改正不正规支架。
(3)清理维护好后路,打好拉茬柱,背接塘材,并连续打紧3~5排水平销。
2、技术要求
(1)回柱顺序由下向上,从采空区向煤壁逐棚回收,严禁提前摘梁盗柱或进入采空区作业。
(2)分茬时,尽可能将断层或顶板破碎带分一茬,拉茬点应尽可能在顶板条件好,支护较可靠的安全地带;如回柱地点顶板破碎,支柱歪斜,需先进行维护,确证安全后,方可回柱。
严禁使用刮板机回柱。
(3)正常回柱放顶,拉茬距离不小于15m,回柱与打眼平行作业的最小安全距离不得小于15m;回柱与移溜的最小安全距离不得小于30m;回柱与装药不得平行作业。
(4)回柱放顶至少两人一茬,先在采空区背好塘材,一人回柱放顶,一人观察顶板及支护情况,两人都应站在支架牢固的斜上方安全地点作业。
(5)视顶板状况,拔柱器必须牢固地安放在回柱处1~3m牢固可靠的支架上。
(6)实行全承载支护,回出的柱子及时堆放整齐,顶梁站靠整齐,材料码放整齐,确保人行道畅通。
(7)回柱后局部悬顶超过走向5m、倾向20m(面积大于100m2)不冒落时,必须进行强制性放顶,措施另补。
3、安全注意事项。
(1)禁止在顶板破碎、压力大、支护状况不好等地点开茬。
(2)回柱人员必须站在顶板完整、支架完好地点,避开拔柱器力的作用线方向进行操作。
(3)遇到死柱时,先架好临时支柱,后采用挑顶或卧底的方法回撤,严禁用放炮崩或机械等其他方法强行回撤。
(4)回柱过程中要时刻注视顶板及支护状况,发现异常情况立即停止作业,及时维护。
人力不可抗拒时,应立即撤人,待顶板稳定后维护好再回柱。
(5)当顶板压力较大时,卸载手把必须用牵引线进行远距离操作,缓慢卸载,牵引线的长度不得小于3m。
(6)严禁使用其他工具代替卸载手把操作。
附图:
采场布置平(剖)图
4、液压支柱及泵站管理
1)支柱的存放及运输
(1)支柱运输时,应将支柱缩到最小高度
(2)使用专用运输车,装运过程中必须轻拿轻放,严禁摔打。
(3)短期不使用的支柱,应将支柱内的乳化放尽,缸体表面擦干,三用阀进液孔封堵,以防赃物进入。
(4)在两道存放的单体,应紧靠整齐,分清型号规格。
2)支柱的使用注意事项
(1)与悬臂梁配合使用,顶盖与顶梁接触面必须平实,柱爪必须卡在梁牙上,缺爪不得使用。
(2)放气:
新柱和修复后第一次使用的单体,要排放支柱内的空气,避免倒柱伤人。
(3)冲洗:
每次支设时,要注意用注液枪冲洗三用阀的液口,以免煤尘污染,影响阀的性能。
(4)支设时,三用阀注液口必须朝向工作面的下方。
(5)不得用锤、镐等硬物砸缸体和三用阀。
(6)注液枪不得随意乱扔,放炮前一律挂在第二排支柱的手把上,注液枪缺少密封圈不得使用。
(7)严禁用注液枪对准人开动扳手。
(8)应避免压死柱,发现支柱压死时,严禁用放炮崩,应先卧底,将支柱松动,然后拉出。
3)泵站系统的使用和管理
(1)向工作面供液泵的要求:
使用BRW80/20型乳化泵,两泵一箱,一台工作,一台备用。
其主要技术数据:
额定工作压力200kg/cm2,流量70L/min,电机功率20kw。
(2)泵站至工作面端头的主干管路使用内径∮16、支管∮10的高压管。
(3)工作液压系统安装时,严禁煤粉或杂物进入零部件中,以免造成工作液的污染和管路堵塞。
(4)工作液必须使用浓度2%~3%的乳化液,乳化液温度不超过50C°,乳化液为合格的M——10乳化油经配比箱与水混合而成,乳化液箱的液位在箱子的3/4处,泵站压力不得低于18MPa,有合格的乳化液配比和检查手段,压力指示器保证灵敏。
乳化液箱每月清洗一次。
(5)泵站工要经过考试合格后持证上岗操作,泵站工负责泵站的保养、操作、安全、维护、清洁工作,负责乳化液的配制、储存和保管设备的零部件工作,更换下的零部件及时运上井。
(6)开泵前要认真检查各零部件是否完整无缺,各部件是否性能良好,各部件润滑是否合适。
开泵前,应检查地脚螺丝是否紧固,泵箱、液位、乳化油配比是否符合规定,水源是否正常。
确认无问题后方可开泵。
(7)油泵开启后要认真检查,观察运转情况和泵站的吸排液情况,发现问题及时停泵处理。
(8)检查保养泵站转动动力部分时,要切断电源,并有专人看管开关,避免误会操作。
六、循环作业、劳动组织、主要经济技术指标
1、循环方式:
1)循环方式:
循环进度为1.0m,边采边准备作业。
2)昼夜循环数:
根据工作面的长度及工人日出勤数,确定日进3个循环。
3)循环产量:
A=L×M×b×r=224.6(t)
日产量=循环产量×循环数×循环率=224.6*3*0.95=640.1(t)
4)作业方式:
采用三八制作业
2、劳动组织和出勤表
1)劳动组织表
工种
班 次
小计
时间
一班
二班
三班
一班
二班
三班
打眼、放炮工
6
6
6
18
8:
00
~
16:
00
16:
00
~
00:
00
0:
00
~
8:
00
采煤回柱、放煤工
12
12
12
36
刮板机司机
3
3
3
9
皮带机司机
2
2
2
6
机电维护
1
1
1
3
维修工
2
2
2
6
防尘补液工
1
1
1
3
乳化液泵司机
1
1
1
3
班长
1
1
1
3
管理员
2
2
2
6
合计
31
31
31
2)主要设备配备表
设备名称
规格
数量
设备
名称
规格
数量
使用(台)
备用
合计
使用
备用
合计
液压泵
BRW80/20
1
1
2
煤电钻
ZMS-1.2kw
1
1
2
刮板机
SGB-630/40T
2
0
2
乳化泵
XKB2B(A)
1
1
2
转载机
SZB-730/40
1
0
1
单体支柱
DW22-300/100
690
69
759
顺槽皮带机
SDJ800/35/-2×40
1
0
1
铰接梁
DJB1000/300
690
69
759
主皮带
STL100/40/2×132kw
1
0
1
回柱绞车
JD-11.4
2
0
2
3、主要技术经济指标
序号
名称
单位
指标
序号
名称
单位
指标
1
煤层生产能力
t/m2
2.3
13
循环率
%
≥80
2
煤厚
m
1.7
14
平均日产
t
673.5
3
容量
t/m3
1.45
15
回采工效
t/工
7.24
4
走向长
m
130
16
坑木万吨耗
m3/t
10
5
倾斜长
m
102
17
炸药吨耗
Kg/t
0.59
6
采高
m
1.7
18
雷管吨耗
发/t
1.3
7
倾角
(°)
11
19
支柱丢失率
‰
1
8
可采储量
万t
2.75
20
顶梁丢失率
‰
2
9
煤种
无烟煤
21
乳化液万吨率
Kg/万t
1785
10
可采灰分
%
23.69
22
月产量
t
17174
11
日循环数
个
3
23
可采期
月
1.62
12
循环产量
t
224.5
七、通风
1、风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算:
Qa1=Ka×100qa=1.7×100×0.63=107.1m3/min
式中:
Ka——回采工作面瓦斯涌出量不均衡系数,为最大涌出量和平均涌出量之比,我矿为炮采工作面取Ka=1.7。
qa——回采工作面瓦斯的绝对涌出量,m3/min
(2)按工作面温度与风速的关系计算:
Qa2=60×Va×Sa×Ka=60×1×5.95×1.0=357m3/min
式中:
Va——采煤工作面回采工作面气温取18°~20°则工作面风速取Va=1m/s
Sa——回采工作面按最大和最小控顶距计算的平均断面积(m2),本矿设计“三四”排控顶,最小控顶距3米,最大控顶距4m,采高1.7m,则(3+4)÷2×1.70=5.95m2
Ka——回采工作面长度系数,回采工作面为103m,工作面长度系数为1.0。
(3)按一次起爆最多炸药量计算:
Qa3=(Ac×b)×(t×c)
式中:
Ac——回采工作面一次使用的最大炸药量,kg;
b——每公斤炸药爆破后生成的CO的量,根据炸药爆破后的有毒气体国家标准取b=0.1m3/kg;
t——通风时间,一般取20~30min
c——爆破经通风后,允许工人进入工作面工作的CO浓度,一般取c=0.02%。
Qa3=25Ac=25×4.5=112.5m3/min
(4)按工作面同时工作最多人数计算:
Qa4=4Na=4×31=124m3/min
式中:
Na——回采工作面同时工作的最多人数,人
4——每人每分钟4m3的供风标准
(5)按风速进行验算:
A、工作面最低风量:
根据以上计算,回采工作面计算最大风量为:
qa=max(Qa1,Qa2,Qa3,Qa4)=max(107.1,357,112.5,124)=357m3/min,
根据规定,回采工作面最低风速为0.25m/s、最高风速为4m/s的要求验算,经验算:
最小风速时:
357÷60÷6.8(最大控顶距时断面积)=0.875m/s>0.25m/s
最大风速时:
357÷60÷5.95(最小控顶距断面积)=1m/s<4m/s
可知工作面取的风量满足风速验算要求。
2、通风系统图及通风设施、仪表的布置
1)新鲜风流路线:
主斜井(进风巷)→1398运输巷→1398工作面
2)污风通风路线:
1398工作面→1398回风巷→+806回风石门→+806回风绕道→回风斜井→地面(主扇抽出)
3)通风设施布置:
在+806轨道石门、1398进风绕道中设置一组正反向联锁风门,+786轨道石门设置一组风门。
+806、+786轨道石门风门安装调节风窗,便于1398工作面风量调节。
4)1398回采工作面进风流、回风流中各设高低浓度瓦斯传感器一台,1398回风顺槽末端设高低压瓦斯传感器一台,馈电传感器一台;1398回采工作面运输顺槽中设备开停传感器一台,馈电传感器一台
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- 1398 采煤 作业 规程