作业规程.docx
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作业规程.docx
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作业规程
-310南27号层采煤作业规程的审批意见
一、井上下对照
地表破裂线内受采动影响的有:
1、民房458栋(户),开采前,由地测科、物业科负责对照,
由物业科负责通知住户搬迁。
2、高压线柱16根,开采前由机电科负责将线号标清到图纸上,
送交机电处,开采期间,由机电处安排水电公司观测维修。
3、富力矿东部防水沟880米,开采前由通风区负责对照,开采
期间根据下沉量采取加固措施。
二、本区平均煤厚为3.36米,本区开采采高为2.3米,因此本区开采期
间,需向底板打法向探眼,探清底煤厚度。
探眼走向10米一排,沿
工作面倾斜每10米一个,并详细记录在手图上。
副总工程师:
安检处:
生产科
安检科
通风科
机电科
地测科
保存单位:
编号:
鹤矿集团富力煤矿准备区284采煤队
采煤作业规程
作业地点:
-310中部27号层
编制人:
赵钧
生产区长
技术主管
安全区长
机电区长
队长
编制日期:
2007年2月6日
开工日期:
年月日
收工日期:
一、地质说明书
(一)采区境界、范围
走向
倾斜
左部
右部
上部
下部
本区切眼
-158皮带石门煤柱保护线
上段溜子道
本段溜子道
(二)煤层特征
项目
单位
指标
备注
煤层厚度
最大-最小/平均米
2.85—0.65/1.75m
煤层倾角
最大-最小/平均X°
23°-19°/21°
煤层硬度
F
中硬
煤层层理
发育程度
较发育
煤层节理
发育程度
明显
煤
质
灰分
%
35.03
挥发分
%
39.07
容重
T/M3
1.35
自燃发火期
月
无自然发火史
相对瓦斯量
M3/T
1.963
煤尘爆炸指数
%
60.73
(三)煤层底顶板特征
顶底板
岩石类别
厚度
岩性
顶板
老顶
粉砂岩
9.0m
灰白色
直接顶
粉砂岩
3.0m
灰白色
伪顶
底板
凝灰岩、粉砂岩
3.0m
灰白色
(四)工作面储量
煤层名称
工作面尺寸
采高
(M)
可采储量
(万吨)
走向(M)
倾斜(M)
-310中七上层
475
153
2.0
19.6
(五)简要说明(构造、赋存、水文、煤与瓦斯突出等
1、本区内受f断层影响,掘送风道时遇到一个斜交正断层(H>3m),对本区正常回采有一定影响。
2、本区水文地质简单,无突水危险,无岩浆岩侵入体。
3、本区煤层位于富力井田的中部,走向为N35°~40°E,倾角在20°~23°之间,煤层标高-220以上部分已回采结束,煤层左部较薄右部较厚,平均煤厚为1.75米。
4、本区属高沼气煤层,无煤与瓦斯突出现象。
(六)井上下对照关系说明(附图)
地面:
1.该区地表破裂线内哈罗东公路998m,有民房323户,高压线柱77根(6000V),线号为596号,水坑两个。
2、邻区、邻层及邻近巷道:
本区左部为本区切眼,右部-158皮带石门煤柱保护线,,本煤层标高-216.3以上部分已回采结束,上覆煤层22号层(已采)与本煤层法向距离115~130米,距下伏煤层29层与本煤层法向距离在18~22m,未采。
经矿研究决定:
开采期间-158皮带石门按62°保安煤柱线进行保护,
3、大井与其它小井关系及附近小井等。
本区域跨落线范围内小井有:
宏源煤矿和正大煤矿。
三带计算:
风道最高标高,地面最低标高,垂深488米
H冒=100∑M/(4.7∑M+19)+2.2=100×2.0/(4.7×2.0+19)+2.2=9.2m
H裂=100∑M/(1.6∑M+3.6)+5.6=100×2.0/(1.6×2.0+3.6)+5.6=35.01m
H冒+H裂=9.2+35.01=44.21M
H缓=488-(H冒+H裂)=488-(9.2+35.01)=443.79米
经计算该区破裂线范围内的地表往下460.4米全部处于该区缓慢下沉带范围。
②、地面积水:
根据导水裂隙带原理计算:
Hd=
米。
HA=
米。
因而,导水裂隙带高度为Hd+HA=22.5+10.0=32.5米。
本区具距地面垂距为488米,由此可知,地面积水位于导水裂隙带以外,该区开采时不会受到地面积水的危害。
二、工作面设计
采煤方法
走向长臂单一层
落煤方式
爆破落煤
工作面长
153米
倾角
21°
采高
2.0米
作业方式
二采一准
一次进度
0.8米
顶板管理
全部垮落法
工作面运输机
SGT—22T
支护形式
单体铰接梁配套支护
一次放顶步距
一排0.8米
最大控顶距
5排4.05米
最小控顶距
4排3.25米
排距
0.8米
戗
柱
柱
走向戗柱
柱距
0.6米
斜戗柱
1.2米
靠帮柱
倾斜戗柱
(一)顶底板性质说明和顶板分类依据
本煤层老顶为粉砂岩,厚约9.0米,直接顶为粉砂岩,厚约3.0米,底板为凝灰岩、粉砂岩。
根据根据本区煤层上段回采实际观察及集团公司顶板直观形象分类,本煤层顶板定性为稳定顶板。
(二)本区主要特征说明及采煤方法、顶板管理、支护方式选择依据
采区主要特征说明:
本区平均走向长475米,平均倾斜长153米,平均煤层倾角21°,煤层平均厚度为1.75米,回采区内地质构造简单。
由于本区为单一分层,且走向较长,故采煤方法选用走向长臂后退式采煤法。
为保持工作面最小控顶面积,减少顶板对工作面支柱的压力,顶板管理选择全部垮落法。
支护方式为单体、铰接梁配套支护,铰接梁齐梁直线式布置,保证了新暴露的顶板能及时用悬臂梁护顶,缩短空顶时间,确保了安全生产。
5、工作面支护设计
(一)本煤层矿压观测数据
本煤层上段未进行矿压观测。
(二)支护强度计算
注:
P—支护强度D—支护密度K—单体支柱支承强度30T/根
M—设计采高V—顶板岩石容重取20.8—修正系数
⑴、最大控顶距时:
D1=
根/米²。
P1=2.06×30×0.8=49.44T/m²。
⑵、最小控顶距时:
D2=
根/米²。
P2=2.05×30×0.8=49.20T/m²。
⑶、落煤后,支护前:
D3=
根/米²。
P3=1.65×30×0.8=39.60T/m²。
(三)支护方式和参数选择
支护方式选用单体柱与铰接顶梁配套支护顶板,齐梁直线式布置。
工作面需用单体数为:
根,铰接顶梁为:
根。
(四)工作面运输机头尾支护设计
工作面溜子头尾必须分别使用四对八根、两对四根3.2米长π型钢梁做抬棚,棚距0.8米,一梁三柱,沿走向架设,每对抬棚联锁迈步式交替前进。
工作面溜子头尾处的π型钢梁串至硬帮后,必须在软帮增设铰接顶梁,与工作面放顶线保持一致。
(五)支护强度验算
最大控顶距
最小控顶距
落煤后支护前
是否符合规定
支护密度
2.06
2.05
1.65
符合
支护强度
49.44
49.26
39.60
符合
(七)一通三防设计及安全组织措施
1、一通三防概况说明(包括邻区、邻层、巷道发火及瓦斯情况)
1本区煤层上段已回采完毕。
本区上段煤层已回采完毕,根据上段回采情况及该区掘进情况无瓦斯积聚和发火预兆,本区瓦斯绝对涌出量为1.449m3/分,相对瓦斯涌出量为1.963m3/T。
2本区在-240中七层大巷和-240~310回风上山各安设两道风门,风门自动联锁,过人、运料后必须立即将风门关上,严禁支开风门,如发现风门损坏要立即修理,防止风流短路。
3该区设专职瓦检员,检查瓦斯和一氧情况,当本区回风道内瓦斯(CH4)超过1%和一氧浓度超过0.0024%时,立即停止作业,撤出所有人员。
4班组长、放炮员、电钳工入井必须佩带甲烷便携,作业时检查瓦斯,当CH4超过1%时,立即停止作业。
2、通风设计及安全组织措施(通风系统图)
⑴风量选择及计算
计 算 依 据
需 要 风 量
1、按人员计算 Q=4×N
240立方米/分
2、按炸药量计算 Q=25A
11.25立方米/分
3、按沼气涌出量计算Q=100×gCH4×K
217.35立方米/分
4、按工作面温度计算 Q×60VS
204.9立方米/分
决定风量
240立方米/分
风速校核
0.25—4.0米/秒
计算(计算公式)
①按人员:
Q=40N=4×60=240m3/min
②按炸药量:
Q=25A=25×0.45=11.25m3/min
③按沼气绝对涌出量:
Q=100gCH4K=100×1.449×1.5=217.35m3/min
④按工作面温度:
Q=60VS=60×0.3×4.05×2.0=145.8m3/min
⑤风速校核:
V大=Q÷(60×S小)=240÷(60×3.25×2.0)=0.62m3/min
V小=Q÷(60×S大)=240÷(60×4.05×2.0)=0.49m3/min
0.25<V<4.0m/s符合《煤矿安全规程》要求。
⑵通风设施及管理
1、该工作面在正常回采期间,若两巷通风断面小于5平方米时,必须另提措施来进行拉底扩帮,以保证两巷断面达到设计要求。
2、工作面上下隅角严禁滞后放顶线,如上隅角瓦斯有超限危险时,可采
风障、向上隅角洒水等方法来降低瓦斯浓度。
3、必须实行分区通风,严禁任何形式的串联通风。
4、对严重影响采煤工作面通风系统稳定可靠的关键性通风设施,必须指派专人看管,现场交接班。
5、该区范围内各项通风设施要定期检查,维护,以确保其完好。
6、必须保证采煤工作面有足够的风量,若发现现有风量难以满足工作面的正常用风时,必须由通风区调整风量,以保证工作面的正常用风。
3、安全组织措施
(1)断电仪设置示意图
在工作面上出口距回风道10米处安设一台甲烷传感器,安装位置如图,报警浓度CH4≥1.0,断电浓度CH4≥1.5,断电范围:
工作面及回风巷内所有非本质安全型电器设备。
甲烷自动检测报警断电仪型号为:
GH—14。
(2)防治瓦斯安全组织措施
1、该区设专职瓦检员,瓦检员严格执行现场交接班制度,全班现场检查瓦斯情况,若发现瓦斯浓度超过1%时,要停止作业;超过1.5%时,撤出人员,切断电源。
同时,瓦检员监督检查通风、局部通风、瓦斯断电仪与便携的使用、综合防尘、放炮距离与安全技术组织措施、作业规程中有关“一通三防”的规定的落实情况。
2、风道必须安设两台甲烷传感器,其中一台距工作面5米,另一台距石门10~15米,甲烷传感器由生产采区负责看管,并要保证
做到瓦斯电闭锁。
生产采区必须提供甲烷传感器断电所需的开关设备等,要求供电合理,断电可靠,符合要求规定。
4、采煤工作面设专职电钳工,电钳工必须经常检查、维修电气设备,该区所有电气设备的防爆率要达到100%,严禁带电检修或搬运电气设备。
5、工作面上下隅角必须放严放靠,软帮严禁出现超过走向1.6米,倾斜5米的悬顶,若有必须及时挑下,再继续生产。
6、该区上下端头不得少于两台便携,同时,班组长、电钳工、放炮员必须配带使用便携式沼气报警仪,否则,不准作业。
7、放炮时要严格执行“三人连锁放炮制“和“一炮四检制”,同时揣炮时必须使用炮泥和水炮泥来封堵炮眼剩余部分。
8、进入该区的所有作业人员必须佩带自救器,并会熟练使用,一旦出现CO、CH4等灾害时,要迅速带好自救器,按避灾路线迅速撤离。
9、加强通风设施(如风门等)管理,要派专人看管,确保进回风流的畅通。
10、两巷净断面保证不小于5.0米²,否则不准施工。
要及时清理进回风巷道,消灭爬行和物料乱扔乱放,保证通风断面符合设计规定。
11、本区设专职瓦检员检查各项措施落实情况。
⑶、防火设计及安全组织措施
本区无发火史
1在本区上、下石门内围岩状态好处打防火门套,工作面一旦发生火灾要立即进行全区封闭。
2除防火检查员外,瓦检员要随时检查工作面及两巷内的一氧情况,若一氧浓度超过0.0024%时,要组织立即停止生产,撤出人员,同时向区、矿汇报。
3当工作面发生火灾或一氧超限时,人员应迅速带好自救器,按避灾路线撤退,待人员撤出后,要在通风区的统一指导下对该区进行封闭、注水、冲沙、灌浆等项工作,以使该区的火灾得到控制,直至最后熄灭。
4、防尘设计及安全组织措施(附防尘系统图)
第一、本区要认真执行综合防尘措施。
上下两道铺设专用防尘管路,各转载点设喷雾撒水消尘。
第二、各运煤转载点、煤仓口设喷雾洒水装置,回风道必须设喷雾洒水,以净化风流。
第三、揣炮时必须使用水炮泥和炮泥封孔,放炮前后必须洒水降尘。
第四、该区要建立定期清扫煤尘制度,在两巷中每隔50米出一个三通阀门,每班要洒水降尘一次,派专人清洗煤尘、巷帮,严防煤尘堆积。
同时,工作面回采时,对两道、煤仓各转载点等处积尘必须班班清理,彻底清除危险积尘堆积。
第五、该区上下两巷要安设一定数量的隔爆水袋,并且这些隔爆水袋要有专人看管、检查,以保证水量足和不损坏,若发现损坏,要及时更换。
第六、必须在上下两巷安设一定数量的隔爆水袋,安设距离为距工作面上下出口60-300米,安设数量为上下两巷各40个。
(根据巷道断面计算:
8平方米×200升÷40升/个=40个。
)
第七、在距采煤工作面上下出口30米处分别设全断面水幕。
(八)避灾路线(俯避灾路线图)
1、当工作面发生火灾、瓦斯、煤尘事故时,所有位于受害风流人员必须及时戴好自救器,有组织地尽快按避灾路线撤退。
事故点以上(回风侧)人员:
工作面→-240回风道→二石门→-240中七层大巷→-240集中石门→钢带机→升井。
采过二石门后由工作面→-240回风道→边界石门→-240中七层大巷→-240集中石门→钢带机→升井。
事故点以下(入风侧)人员:
工作面→-310溜子道→后补石门→-310中七层大巷→-310集中石门→钢带机→升井。
采过后补石门后:
工作面→-310溜子道→边界石门→-310中七层大巷→-310集中石门→钢带机→升井。
2、当工作面发生水灾时,位于事故点以下人员要及时抱住棚腿,防止水头将人员冲倒,待水头过后,按避灾路线撤退。
事故点以上(回风侧)人员:
工作面→-240回风道→-240中七层石门→-240中七层大巷→-240集中石门→钢带机→升井。
采过二石门后:
工作面→-310溜子道→边界石门→-310中七层大巷→-310集中石门→钢带机→升井。
事故点以下(入风侧)人员:
工作面→-310溜子道→后补石门→-310中七层大巷→-310集中石门→钢带机→升井。
采过后补石门后:
工作面→-310溜子道→边界石门→-310中七层大巷→-310集中石门→钢带机→升井。
3、①当发生上述灾害时,班、队长要清点人数,组织人员按上述路线撤退,并及时向区、矿调度汇报。
②入井人员必须带自救器,当发生火灾时要及时切断电源,如现场有能力灭火时,班、队长要组织人员就地将火扑灭。
(九)采区供电设计
1、工作面主要设备表
设备名称
规格型号
数量
使用地点
备注
小绞车
JD--25
1
溜子道
小绞车
JH2--5
1
回风道
工作面溜子开关
BQZ--120
1
回风道
工作面溜子
SGW---22T
1
工作面
40T溜子开关
BQZ--120
3
溜子道
40T溜子
SGW---22T
溜子道
探头
GH--14
2
回风道
-240中七层大巷
断电仪
DJ--2007G
1
回风道
乳化液泵站
BQD-120
2
-240中七层大巷
皮带运输机
BQZ-120
1
溜子道
2、配电系统示意图(附图)
(十)主要技术经济指标
编号
项目
单位
指标
备注
1
工作面平均长度
米
153
2
工作面采高
米
2.0
3
煤层生产能力
吨/M2
2.7
4
日进度
米
1.6
5
月进度
米
43.2
循环率90%
6
循环产量
吨
320.6
7
月产量
吨
17310
8
回采储量
吨
196222
9
采出量
吨
190336
10
工作面回采率
%
97
11
在籍人数
人
190
12
出勤率
%
85
13
日用工人数
人
162
14
累计生产天数
天
330
15
总用工人数
人
53460
16
人均工资
元/工日
57
17
回采工效率
吨/工日
3.9
18
吨煤直接成本
元/吨
21.276
其中1:
材料费
元/吨
7.066
2、配件费
元/吨
0.50
3、工资费
元/吨
10.87
4、其它
元/吨
2.84
吨煤直接成本预计基础表
名称
规格
定额(数量)
单价
金额
材料
坑木
立方米
0.05m³/KT
540元/米³
0.027元/T
火药
公斤
847.1kg/KT
5.9元/kg
4.998元/T
雷管
发
1735发/KT
0.9元/发
1.561元/T
大棍
根
480根/KT
1.0元/根
0.480元/T
小计
7.066元/T
配件
元
0.50元/T
工资
元
10.87元/T
其它
元
2.84元/T
合计
23.575元/T
CM№22
三、安全技术组织措施
1、专项针对性措施(过地质构造带、旧巷、周期来压及大倾角等)
(一)、①工作面过地质构造带、旧巷、周期来压、大倾角及过渡各石门绕道等特殊地段时,另提专项针对性措施。
②工作面需要延面时,另提针对性措施。
(二)、本区回采时,当遇到顶板破碎、片帮严重处采取在棚空间按1.8米棚距架设3.2米长π型钢梁做抬棚,该抬棚要随回采及时串至硬帮,一梁三柱,沿走向架设,一刀一窜,前探护顶,但π型钢梁严禁做基本支护用。
CM№23
3、正常开采安全组织措施
一、回采
㈠、安全技术规定:
1、工作面采用DZ-220030/100型单体液压支柱与HDJA-800型铰接顶梁配套支护,排距0.8米,柱距0.6米,控顶为“四、五”排管理,即见五收一,一次放顶步距0.8米,最大控顶距4.05米,最小控顶距3.25米,采高2.0米(最低不能低于1.6米)。
2、铰接顶梁按齐梁直线柱式布置,正悬臂0.6米,倒悬臂0.2米,机炮道0.65米,梁端距0.05米,工作面调角楔子不能少于2排。
3、软帮斜戗柱间距1.2米,打在软帮第四排柱顶梁上,该斜戗柱柱根内错下摆一个柱窝。
4、上下端头支护与工作面支护、两巷放顶线与工作面放顶线必须分别保持一致。
5、工作面上下安全出口必须超前工作面一刀,其倾斜长分别为5米、3米,高度必须达到1.6米以上。
6、工作面运输机头、尾处必须采用四对八根和两对四根3.2米长π型钢梁做抬棚护顶,棚距0.8米,一梁三柱沿走向架设,每对抬棚必须联锁迈步交替前进。
7、工作面硬帮断层处、顶板破碎处、压力大、片帮、掉伪顶处、顶板潮湿
淋水处及上下出口处要加打硬帮柱,硬帮柱间距1.2米。
第35页
CM№23
㈡、安全措施
1、工作面给柱时要拉线作业,支柱迎山角度3~5°,支柱要达到初撑力,所有支柱必须拴牢防倒绳,单丝单吊,拴在顶网上。
2、两巷超前给棚时,梁上刹四到六根粗大棍,如有空顶必须刹严刹实。
严禁搭凉棚作业。
3、工作面硬帮严禁有伞檐,软帮浮煤清净,支架、运输机保持平直。
4、严格执行敲帮问顶制度,作业前班、组长必须对工作面安全情况进行全面详细检查,确保无危险后方准人员进入工作面作业。
二、回柱放顶
1、放顶前,工作面的支护强度要符合设计要求,工作面超高、
硬帮有空顶、软帮悬顶超过1.6×5米、硬帮煤壁出现片帮、缺梁少柱、单体漏液等均要进行处理,直至处理符合设计规定后,方可放顶,否则不准放顶。
2、放顶必须保证在基本柱、戗柱齐全和支护有力的情况下方可放顶,否则不准放顶。
3、工作面若有抽冒、顶板破碎、片帮严重、采高低等地段,必须将这些地段分别单独分在一组,严禁掐头分段。
4、放顶前,必须将软帮浮煤杂物清理干净。
5、工作面放顶为人工放顶,放顶时两人一组,必须使用卸载手把,一人放第36页
CM№23
顶,一人观察顶板,放顶人员站在所回支柱的斜上方进行放液,放
液要缓慢进行,放下的单体柱要分别二次升压,打在第四排柱空儿。
6、分组放顶时,必须仔细清查软帮三铁情况,可能埋住的要
预先回收。
7、放顶顺序为至下而上分段放顶,放顶间距不准小于15米,若邻段间放
顶间距小于15米,必须停止一个放顶头。
8、每段放顶时要为下一段留好护身梁,并要受力牢固,必要时打好护身柱,每放一柱、摘一梁和回撤最后一根柱时,要仔细检查护身梁情况,确认安全可靠后,方准回撤最后一个柱(梁)。
9、放顶时,发现支柱歪斜、受力不稳或有失效柱时,必须加打戗柱或更换,调整后,方准继续放顶。
10、放顶时,发现顶板来压,要立即停止放顶,人员撤出危险区,待压力过后,再进行维护和调整,待支护状态安全时,再进行放顶。
11、对于压死的支柱,放顶时采取重新供液,反复支撑或挖底根进行撤柱,严禁炮崩或机械回柱。
12、工作面上下端头、放顶线与工作面必须同步,严禁超前或滞后放顶线。
13、放顶期间,断层、压力大、顶板破碎、水线、片帮严重处等特殊地段,班组长必须现场指挥。
14、移溜后,放顶头距给柱处小于30米时,严禁放顶。
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CM№23
15、当乳化液泵停泵、供液管路出现故障时,严禁放顶。
三、打眼、放炮
1、炮眼布置及装药量详见爆破说明书。
2、打眼与其它工种严禁平行作业,揣药与打眼距离不得小于5米。
3、放炮警戒距离:
煤炮为放炮点以上20米,以下30米,放炮线长度不得小于30米,岩炮(是指工作面硬帮岩石炮)为放炮点以上50米,以下70米。
放炮线长度不得小于70米。
4、工作面放炮时严禁使用两台以上放炮器(含两台)同时进行放炮。
5、放炮前必须由瓦检员检查放炮地点附近2
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