B7采煤作业规程.docx
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B7采煤作业规程
东沟煤炭有限责任公司煤矿
B7煤层+1600水平西翼采区
悬移液压支架炮采工作面
回采作业规程
东煤采(2011)02号
矿长:
杜长勇
总工:
文仕富
编制:
文仕富
编制日期:
2011年10月25日
批准执行日期:
2011年11月20日
二0一一年十月
作业规程审批意见表
矿各相关领导:
B7煤层西翼采煤面作业规程已由技术科编制完成,请各相关领导审批通过后实施:
姓名
职务
签审意见
签名
日期
杜长勇
矿长
文仕富
总工
张大林
安全副矿长
赵国繁
机电副矿长
生产副矿长
安通科长
技术科长
机电科长
赵东辉
调度室主任
综合意见
目录
第一章矿井概况
第二章采区地质条件采区位置及储量
第三章采煤方法及巷道布置
第一节采煤方法
第二节巷道布置
第三节技术经济指标
第四章工作面支护和顶板管理
第五章生产系统
第六章工作面风量及风速
第七章劳动组织
第八章,各安全技术措施
第一章矿井概况
呼图壁县东沟煤炭有限责任公司位于呼图壁县南面的石梯子乡东沟村内,距县城60公里,交通便利,为沥青路面,矿井与外界有直通电话和移动通讯,内部由程控电话,通讯较方便。
1987年建矿,年产3万吨,2005年进行9万吨改扩建施工,2008年10月投入生产,年产量9万吨,矿区面积1.5公里,矿井内有可采煤层4层,煤层编号依次为B5、B7、B8、B9煤层,9万吨设计在B5煤层。
矿井共有职工100人左右,领导干部13人,目前,矿井已纳入“十二五”90吨矿井规划,工程已开工建设。
第二章:
采区地质条件
一、工作面煤层地质情况:
矿区位于准格尔盆地南沿乌鲁木齐山前凹陷带中,区域出露地层由老至新,为一套河流相、湖泊相为主的半干旱条件下的杂色碎屑沉积,主要岩性为砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩。
大致为向北缓倾斜的单斜结构,南北倾向,倾向10-25度,倾角13°—15°根据掘进施工观察,工作面内无断层。
二、煤层顶、底板及煤厚
工作面所采B7煤层在矿区内未见出露,煤层厚度在2.7-3米之间,平均在2.8米左右,顶板为细砂岩、泥质粉砂岩,底板为细砂岩、泥岩,结构简单,与B5煤层相距9.87米。
1、顶板:
采面煤层伪顶为炭质泥岩,直接顶为粉砂岩,厚约0.2-0.6米,岩层致密坚硬,但风化易碎,遇水变软,略含炭质,岩石稳定性中等;老顶为细砂岩和中粗砂岩。
2、底板:
工作面煤层的底为炭质泥岩,性脆、半坚硬,厚约0.87米;直接底板为粉砂岩
三、水文地质情况:
矿井内水文地质条件简单,根据矿井地质报告以及矿井实际开采情况证明,该采区范围内基本不存在涌水。
四、瓦斯、煤尘和煤的自燃性:
1、瓦斯:
根据2010年矿井瓦斯等级鉴定:
矿井瓦斯相对涌出量为3.50m3/t.,二氧化碳相对涌出量为1.71m3/min,确定矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性:
据鉴定:
B7煤层具有爆炸性。
3、煤的自燃性:
根据煤层自燃试验,B7煤层为不易自燃煤层,
五、工作面煤层煤质:
1、煤层厚度:
B7煤层全区可采厚度2.7-3米,平均厚度2.8米。
2、煤层倾角:
本工作面煤层平均倾角13-15°。
3、煤种:
B7煤层属31#不粘煤,变质程度在长烟煤阶段。
5、煤的工业用途:
根据化验资料,B7煤为低灰—特低灰、特低硫、特低磷、高发热量弱粘煤,是良好的工业用煤和民用煤。
第二章工作面位置及储量
一、工作面位置:
(采区巷道布置示意图见附图二)
根据矿井9万吨设计,由于矿井+1600水平以上资源储量不足,不宜布置长壁式工作面,为了合理利用资源,公司于2009年在矿井井底车场B7煤层+1600水平穿石门对该煤层进行了探巷掘进,发现由井底车场往西探出480米实体煤层,向煤层上部探出180米实体煤层,根据探巷施工情况,计划以+1600水平为主要运输巷,分上下区段进行回采,上区段回风水平在B7煤层的+1638水平,由于矿井西面边界为南北斜倾,且边界处为火烧带,火烧带与矿井井底车场为一三角带,故上区段工作面走向长度只有270米,宽度为70米,下区段工作面走向长度为420米,工作面实际宽度为50米,在矿区边界火烧带处留设60米安全煤柱,上区段与下区段之间留设20米安全煤柱,井底车场留设60米安全煤柱。
工作面开采顺序为:
由上向下、由西向东后退回采。
二、工作面储量:
1、工作面可采储量计算
工作面沿走向布置,下区段可采储量计算:
工作面走向长度420米,工作面宽度50米,煤均厚2.5米。
容重1.27,回采率90%,则:
420×50×2.5×1.27×90%=6.6万吨
采区可采总储量:
6.6万吨
三、工作面开采范围对应地表情况:
本矿处于山区,山体陡峭,沟壑纵横,对应地表无建筑物。
第三章采煤方法及巷道布置
第一节采煤方法
一、采煤方法的选择:
根据《B7煤层采区设计》,本采区选用走向长壁悬移液压支架管理顶板,采用爆破落煤,一次采全高的采煤方法。
工作面采用该采煤方法一种架型分别适用于不同的煤层,具有回采率高、安全性好、劳动强度低、投资相对较省,采煤工艺简单和便于生产管理等优点。
适合我矿B7煤层回采,根据我矿B5煤层使用的成功经验,故采用悬移支架一次采全高采煤方法。
(见采煤方法图,附图三)
采区采煤:
使用(ZMS-12)煤电钻打眼,爆破落煤。
采区装运煤:
采用人工爆破自装配合人工攉煤至工作面配备的SGB-620/40T型可弯曲刮板机上运出工作面。
采区顶板支护管理:
根据B7煤层顶板岩性,工作面采空区顶板采用全部跨落法管理顶板,
工作面顶板支护选用悬移液压支架支护顶板。
二、回采工艺:
本工作面煤层平均厚度为2.8米,故一次性采全高,不留顶煤。
1、采煤工艺流程:
开帮打眼爆破----攉煤出渣-------移刮板机----移架。
2、工艺说明:
(1)、爆破:
用手提式煤电钻打眼,炮眼由上向下均匀布置在整个煤层中布置,排间距1米,钻杆长度1.2米,炮眼角度75度,炮眼深度最大不超过1米,采用煤矿许用炸药,毫秒电雷管,分段爆破落煤。
爆破时掌握好顶、底眼的布置,保证顶、底板的平整,煤壁齐直,不得出现留伞檐现象。
(2)运输攉煤:
工作面通过人工爆破后,大部分落煤被堆积在工作面刮板机上,一部分落煤被推进工作面支架间,需要人工用铁锨攉煤到刮板机上。
(3)移架:
支架前移时,先将副梁卸载,然后提柱,给副梁液压使其前移0.8米,副梁移到位后支牢,支好后,再移主梁,移主梁时先将前探梁收回,用移副梁的方式将主梁前移,使主、副梁头对齐,保证支架齐直,支架顶梁与顶板平行,局部不平时,主梁或副梁上背小木板或垫板,确保每根支柱初撑力达到960KN以上。
移主梁时,为保证安全,可在副梁下方打戗柱。
移架时,必须先将前探梁收回,再移架;正常情况下不允许带压移架,必须先将支柱卸载再移架。
(3)移溜子:
必须由机头向机尾方向移,严禁从中间向两头推移,弯曲长度不少于15米,移溜后溜子要平、直。
3、工作面炮眼布置:
(附图)
(1)、工作面布置三排炮眼呈平行眼布置,具体见炮眼布置图。
(附图四)
(2)、炮眼特征及爆破说明书
序号
名称
项目
单位
数量
1
打眼工具
煤电钻MZ—1.2
台
2
2
炮
眼
特
征
名称
水平℃
垂直℃
深度
单位
数量
总长度m
顶眼
75
80
1
个
60
60
底眼
75
80
1.2
个
60
60
中眼
75
80
1.2
个
60
60
3
炸
药
炸药种类
煤矿许用炸药
每孔装药量
g/孔
循环用量
g
吨耗
kg/吨
4
雷
管
种类
毫秒电雷管
循环用量
个
180
吨耗
发/吨
0.97
5
封泥
炮泥
水炮泥或黄土
封泥长度
m
填实
(3)、放炮段的长度,放炮影响的范围。
A、工作面每个作业组每次连续放炮长度不能超过10米,放炮顺序由下向上进行,这是炮眼的水平角所决定的。
B、放炮前放炮员必须请示班长,由班长安排人员设好警戒,方可进行放炮,上下警戒距离不得少于70米。
(4)、(组合)顺序及连续方法和装药结构(见附图五)。
(5)、起爆顺序为一次性全面爆破,采用毫秒雷管时,必须掌握雷管的分段方法,采取正确的方式进行装配煤壁的炮眼。
6、工作面两端头包括机头和机尾的放顶措施如下:
(1)、端头长5米,采用扇形孔布置炮眼,炮孔药量可适当增大,孔深3米,倾斜炮孔角度不少于60度,放顶步距与工作面同步,严禁在操作中倾斜孔交叉。
(2)、支护:
端头支护采用∏型梁加单体液压支柱,上端头两对四梁,下端头三对六梁,一梁三柱支护,其中超前支护不少于20米。
上端头也可视情况采用单体支柱加∏型梁联合支护。
(3)、预防措施:
为保证端头出口安全,人工爆破切顶后若压力过大,可采用木垛的方式采加强支护,使顶板充分卸压,而且要求端头放顶与工作面推进度必须一致。
第二节巷道布置
本工作面是沿走向布置长壁工作面,工作面开切眼斜长50米,进风运输顺槽长420米,回风顺槽420米,巷道沿煤层顶板布置。
(具体见采区巷道布置图)
该工作面进风巷为行人、运煤巷,净高2.5米,宽2.5米,断面6.25m2,锚杆网支护,回风巷断面支护形式与进风巷相同。
巷道宽为2.5米,高为2.5米,断面6.25m2,运输巷安装1台乳化液泵站。
工作面铺设一台SGB620-40型刮板机。
进、回风巷的支护在回采前将超前支护20米段,采用单体液压支柱进行支护,以后随回采的推进,应保持超前支护不低于20米。
第三节工作面技术经济指标
主要技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
1
工作面走向长度
m
420
2
开切眼长度
m
50
3
煤层厚度
m
2.8(平均)
4
采高
m
2.5
5
循环步距
m
0.8
6
煤层容重
t/m3
1.27
7
煤层倾角
度
13-15
8
日循环数
个
2
9
班循环产量
t
156
10
循环进度
m
1.6
11
日产量
t
312
12
月循环数
个
25
13
月进度
m
32
14
月产量
t
7800
15
工作面回采率
%
90
16
空顶距离
m
0.8米
最大控顶距离
--
2.5
18
炸药消耗
Kg/吨
19
雷管消耗
发/吨
20
坑木消耗
m3/吨
21
回采工工效
t/工
22
23
乳化液油
kg/万吨
150
24
正规循环率
%
85
第四章工作面支护和顶板管理
一、顶板管理方法:
全部垮落法。
一、支护方式:
工作面采用悬移液压支架支护,工作面上下端头采用π型钢梁与铰接顶梁相结合四对八梁支护。
工作面进回风巷超前支护采用单体液压支柱支护,支护长度为20米。
二、选择支架的型号:
悬移液压支架型号:
ZH1800/16/24ZL
液压支架技术参数如下:
名称
单位
技术参数
支架高度
mm
2200-2500
支架长度
mm
2200
支架中心距离
mm
1100
支架数量
根
4
支架行程
mm
800
最大控顶距离
mm
2500
泵站压力
Mpa
19.6
工作液
3-5%M10或M15乳化液
单体液压支柱型号:
DZ20型
四、支护强度计算:
1、利用八倍采煤高度岩重计算
P=8Hro=8×2.5×2.4
=48T/m2
式中:
H:
煤层厚度(米)
P:
理论支护强度(T/m2)
H1:
工作面采高(米)
ro:
岩石综合容量,取2.4T/m3
五、端头支护:
1、本工作面上下端头采用两对四梁八柱、梁长为3.6米的π型梁,单体液压支柱为DZ20型支柱,错梁交替迈步前移,棚距为0.8米。
2、超前支护,进回风顺槽超前支护至少保持20米,超前支护20米范围内用单体液压支柱配合金属顶梁支护,两梁四柱加强支护,10—20米范围内靠工作面煤壁侧打单体液压支柱配合金属顶梁支护,一梁双柱。
六、注意事顶:
为防止悬移支架倾斜和倒架,支架与支架间应用钢丝绳联接,使工作面支架成整体。
支柱底部视底板情况应穿鞋或掏柱窝。
必要时在支架下方打上戗柱,加强支护。
第五章生产系统
一、运煤系统:
工作面落煤→刮板机运输机→运输顺槽→集中运输下山→+1600运输大巷→井底车场→主斜井绞车提升出地面。
二、运料系统:
地面材料场→主斜井装车下放→井底车场→1600运输大巷→轨道运输上山---1620水平运输巷→回采工作面。
三、通风系统:
1、新鲜风流:
地面→主斜井→井底车场→+1600运输大巷→通风行人运输顺槽---回采工作面。
2、泛风流:
回采工作面→1620水平回风巷→总回风平巷→斜风井→主扇风机排出地面。
矿井或工作面进行反风时,风流方向与原来方向正好相反。
四、供水系统:
地面防尘蓄水池(ф80㎜管路)→斜风井(ф80㎜管路)→B7+1620水平回风巷(ф50㎜管路)→采煤面(ф50管路)→通风行人上山(ф50管路)→1600水平运输巷。
五、排水系统:
根据地质资料本矿含煤地层富水性弱,工作面涌水量很小,而实际在工作面超前运输顺槽及工作面开切眼的掘进中,无涌水,只有轻微渗水现象,回风顺槽在掘进中曾出现过顶板渗水现象,后消失,据此判断煤层含水渗透所致。
本采区一旦出现水源,根据采区布置情况,该区域水可直接进入井底车场集中水仓。
六、防尘洒水及防爆系统:
1、工作面进、回风巷均铺设防尘管路各一路,且每隔100米设一三通支管路,用于接胶皮管冲刷煤壁防尘用。
2、在各运输机机头机尾都要安设喷雾头进行降尘。
3、在工作面回风口处安设喷雾头,供爆破落煤时降尘使用。
4、在进、回风顺槽各安设一道水幕,水幕由三个喷雾头组头。
5、在进、回风顺槽各安设一组隔爆水袋棚,棚区长20米,共12组,每组3个水袋,每个袋25L水,首列水棚与工作面必须保持在60米以上的距离,随工作面推进定期前移。
七、供电系统:
1、供电方式:
该工作面的供电由井下中央变电所供给,高压下井为10kv。
井下中央变电所输出660v供给予37KW乳化液泵,开切眼一部SGB420型刮板机,运输顺槽1部SGB620—40型刮板机,以及127v手提式煤电钻,详见采区供电系统图。
2、供电线路:
地面变电所出线→主斜井10kv电缆→井下中央变电所660v→工作面。
3、设备负荷:
(见下表)
序号
机械名称
型号
数量
功率
用途
1
乳化液泵
RBZ80/35
1
55KW
液压动力源
2
刮板机
SGB420—30
1
30KW
运煤
3
刮板机
SGB620—40
3
40KW
运煤
4
煤电钻
MZ2—1.2
2
2.4KW
工作面打眼
5
八、监控系统:
本矿为低瓦斯矿井,因此井下采用KJ90NA型煤矿安全监控系统对回采工作面的瓦斯进行监测。
瓦斯监控分站设在B7煤层+1620水平回风巷口实施对该采面进行全面监控,在+1600水平运输巷设置有瓦斯、温度、风速传感器、在工作面回风口设置有瓦斯、温度、一氧化碳、风速传感器,在工作面上隅角设置有瓦斯、一氧化碳传感器,保证该工作面全面监控。
具体见工作面监测设备布置图。
第六章工作面风量及风速
一、风量计算:
1、按工作面同时工作的最多人数计算:
早班下井人数最多,除本班接班作业人员外,还有各级管理检查人员按人计算
Q采=4N=4×30=120m3/min=2m3/s
式中:
4:
每人每分钟额定供风量:
4m3/人。
N:
回采工作面同时工作的最多人数。
30人
2、按同时起爆炸药消耗量,同时起爆炸药量最多,每次连续爆破10米,炮眼个数为30个,每孔装药0.3kg,则:
Q采=25A=25×30×0.3=225m3/min
3、按瓦斯涌出量计算:
Q采=100×q瓦采×k采通
=100×1.52×1.6
=243.2m3/min
=4.05m3/s
式中:
k采通:
采煤工作面的用风系数取1.6
q瓦采=q相对×A/1440
=3.5×340×1.15/1440
=0.95m3/min
式中:
A工作面的日产量取340吨
q相对:
矿井的瓦斯相对涌出量取3.5m3/d(来源:
2010年瓦斯鉴定报告书)
1.15:
产量不均衡系数
4、按工作面温度计算:
Q采=60V采·S
=60×0.8×6.6
=316m3/min
=5.28m3/s
式中:
V采:
采煤工作面的风速,温度18℃时取0.8m/s。
S:
采煤工作面的平均断面积取6.6m2
取以上四种算法的最大值316m3/min作为B7回采工作面的所需风量。
二、风速验算:
(1)、按最低风速验算:
Qmin=15×S=15×6.6=99m3/min=1.65m3/s
式中:
S采煤工作面的平均断面。
(2)、按最高风速验算:
Qmin=240×S=240×6.6=1584m3/min=26.4m3/s
式中:
S采煤工作面的平均断面。
26.4m3/s>1.65m3/s采煤工作面计算所需风量为316m3/min,符合《煤矿安全规程》要求。
三、通风系统示意图(附后)
第七章劳动组织及循环图表
一、作业:
采用“两采一检修”的组织形式,三八制作业。
二、循环方式及进度:
(见循环作业图表)。
昼夜一循环,循环进尺1.8米。
三、劳动组织:
工种
班次
打
眼
工
放
炮
工
攉
煤
刮板机
司机
泵
站
工
电工
机
车
工
信号工
班
长
移
架
工
绞车工
合计
一班
2
1
4
2
1
1
1
1
1
4
2
20
二班
2
1
4
2
1
1
1
1
1
4
2
20
三班
检修班计划8人
合计
48
劳动组织可根据生产形式和任务等实际情况进行调整。
特殊工种除外,其他实行综合工种制。
第八章安全技术措施
一、总则:
1、回采工作面所有工作人员必须树立“安全第一”的思想,工作中严格按三大规程作业,狠反“三违”现象,每一个工作人员都有权制止任何人的违章作业,并拒绝任何人的违章指挥,对威胁生命安全和有毒有害的作业地点,有权立即停止工作,撤到安全地点,危险地点没有得到处理,不能保证人身安全时,有权拒绝工作。
2、严格执行敲帮问顶制度,开工前班长对整个工作面情况进行详细检查,发现不安全隐患及时处理,确保安全后方可开工。
3、保证工作面有备用材料,悬移支架3架,单体液压支柱18根,木板0.5米3,木头20根。
4、开工前各种有关司机、电钳维修工必须检修完应检查的各种机械部件,确认正常后方可开工。
5、工作面安全负责人必须认真负责,来回巡查,检查上下端头支护及悬移支架是否可靠,顶板压力是否来压,上下端头是否畅通无阻,超前支护是否保持正常随工作面前移而前移等,以确保工作面作业安全。
6、所有上岗人员都必须认真学习本作业规程,并进行考核,合格后方可上岗,在学习后人人都要签字。
7、各班必须严把质量关,工作面要做到“三直一平两畅通”,安全完好,浮煤清扫干净等,并做到文明生产。
二、打眼放炮工安全措施:
1、放炮员必须由取得资格证的专职放炮员担任,放炮员必须按“一炮三检”“三人连锁”放炮制度进行放炮。
2、打眼放炮工必须按规程规定参数布置炮眼,特殊情况如预板破碎等,可酌情适当布置及减少装药量。
3、雷管、炸药必须分开放置在固定容器内,并加锁。
4、装配引药必须在顶板完好支架完整的安全地方进行。
5、工作面只能用一台放炮器放炮,禁止多台放炮器同时放炮。
放炮器钥匙必须由放炮员随身携带,严禁交由他人。
6、放炮前必须把电钻电缆等工具收拾好放到安全地点,把放炮地点5米内的单体液压支柱用胶皮挡好,以防崩坏。
7、放炮后发现的瞎炮必须及时处理,不得留下一班,处理瞎炮的方法为在平行瞎炮300毫米处另打一个同瞎炮平行的炮眼装药引爆,严禁镐刨手拉等方式处理,未爆的雷管必须收集交回库房。
8、放炮时必须停开溜子,并通知所有人员撤离放炮地点不少于70米外的安全地点,并在两端头设置专人警戒,警戒人员不得随意脱岗。
9、放炮必须做到一次装药一次起爆,严禁一次装药分次起爆,放炮员必须亲自连线,严禁他人代联。
10、放炮时最多允许放30个,严禁全采面一次放炮。
放炮顺序为由下而上进行。
严禁两头同时放炮。
11、运送炸药、雷管按《火工材料管理办法》执行。
12、放炮中崩倒柱子,应立即扶起支打牢固。
13、打眼装药安全距离保持5米以上,打眼装药工作可以与人工攉煤平行作业。
14、爆破一次起爆眼数不得起过30个炮眼,但两端头起爆眼数不得超过8个眼。
15、严格控制装药量,每眼装药量300克,搞好雷管炸药装配工作,放炮前雷管脚线必须扭结成短路。
16、严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥,必须用水炮泥或者黄泥作炮泥,对无封泥,封泥不足或不实的炮眼,都严禁放炮。
17、采用毫秒雷管进行引爆工作,一组炮放完后必须等15分钟后才准进入。
18、严禁用网丝作放炮线进行放炮。
三、电气设备安全措施:
(一)、刮板运输机
1、刮板机在安装时应注意刮板的正反方向,以防装反;另外,要注意刮板机机头等在拆卸下井后再组装正确。
2、司机必须经培训考试合格持证上岗,并熟悉设备的构造性能,并严格按操作规程执行,接班后对溜子进行全面检查。
3、听清信号后再开车,启动时应点动开车一次,正常无问题后方可正常开车。
4、严禁强制启动、频繁启动,无煤时,不得长时间空转。
5、司机必须备好各种小型配件,以便及时处理,遇到自己不能处理的事故,要与电钳工商量解决。
6、要保持机头机尾无杂物,以免埋住电机散热罩,影响散热和正常运转。
7、运转过程中应经常检查,发现断链,刮板严重变形螺丝松动,机头掉道,溜槽拉坏等事故应立即处理。
8、严禁用溜子拉运任何物件,交接班时,溜子螺丝刮板必须齐全,并且打好各部运输机机头机尾压柱。
9、换班时,必须将煤扫净,机头附近打扫干净,操作手把打零位,开关停电、停机前应把溜子上的煤拉完,严禁带负荷启动。
(二)、机电
1、机电人员日常对所有设备必须按照“设备使用保养和维护管理制度”对设备进行检查检修。
2、机电人员应各负其责,发生电器等事故及时处理。
3、所有电器设备不得存在失爆现象,严格做到“三无”(无鸡爪子、羊尾巴,明接头),“四有”(有过电流和漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫
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- B7 采煤 作业 规程