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采煤规程
双鸭山市太保镇第一煤矿
采煤作业规程
施工地点:
右四片回采工作面
施工队组:
02采煤队
编制人:
张饶
编制日期:
2011年8月01日
开工日期:
年月日
矿长
总工程师
生产矿长
安全矿长
机电矿长
施工队组
通风段长
审批意见
采掘:
机电:
通风:
总工程师:
目录
第一章概况1
第一节工作面及井上下关系1
第二节煤层1
第三节煤层顶底板1
第四节地质构造1
第五节水文地质2
第六节影响回采的其它因素2
第七节储量及服务年限3
第二章采煤方法3
第一节巷道布置3
第二节采煤工艺4
第三节设备配备6
第三章顶板控制6
第一节支护设计6
第二节工作面顶板控制8
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制9
第四节矿压观测11
第四章生产系统12
第一节运输12
第二节“一通三防”与安全监控12
第三节排水17
第四节供电18
第五节通讯系统22
第五章劳动组织和主要经济技术指标22
第一节劳动组织22
第二节循环图表24
第三节主要经济技术指标25
第六章煤质管理26
第七章安全技术措施27
第一节一般规定27
第二节初采措施28
第三节初次放顶及周期来压28
第四节防治水34
第五节爆破管理35
第六节“一通三防”及安全监测42
第七节运输管理45
第八节机电管理46
第九节攉煤工安全措施48
第十节移溜工安全措施48
第十一节防灭火和自燃发火措施48
第十二节收尾措施49
第十三节火工品管理制度50
第十四节其它51
第八章灾害预防及避灾路线53
贯彻记录56
第一章矿井概况
第一节工作面位置及井上下关系
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
三水平
采区名称
右四片回采工作面
地面标高
+157.3
井下标高
-75
地面相
对位置
地面相对位置为山区,无村庄河流及其它建筑物。
回采对地面
设施的影响
地面为次生林地,无建筑物影响。
井下位置及与
四邻关系
工作面以东240米为井田边界,以西走向240米到井田边界。
下延800为井田边界。
走向长度/m
70
倾斜长度/m
58
面积/m²
4060
第二节煤层
表2煤层情况表
煤层厚度/m
1.0
煤层结构
单一结构
煤层倾角/(°)
10°
开采煤层
30#层
硬度
f=3
煤种
气煤
稳定程度
稳定
煤层情况
描述
该煤层走向不稳定厚度变化不大,煤层倾角不平缓,煤层属单一结构。
第三节煤层顶底板
表3煤层顶底板情况表
顶板
顶底板
名称
岩石类别
硬度
厚度/m
岩性特征
基本顶
粉细砂岩
砂质泥岩
>6
7.0
自北向南由粉细砂岩过渡为沙质泥岩,粉细砂岩含菱铁,致密、坚硬。
直接顶
粉砂岩
<3
0.4
灰色,脆性,强度低,局部发育
底板
直接底
粉砂岩
<2
2.3
性脆,吸水膨胀,局部夹泥岩
基本底
砂岩
〈6
9.0
白色中沙岩,致密坚硬.
第五节水文地质
一、含水层分析
巷道通过范围内,水文地质条件较为简单,会有局部裂隙水,但无大的水患影响,不会影响巷道正常施工。
该矿井现正常涌水量为10-15m3/h,地下与井下无补给条件,该砂岩富水层以静储量为主,疏降效果明显。
本施工区或无水。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其他地质情况
表5影响回采的其他地质情况
瓦斯
绝对涌出量为0.172m3/min,相对涌出量1.862m3/t
CO2
绝对涌出量为0.230m³/min,相对涌出量2.490m³/t
煤尘爆炸指数
37.13%
煤的自燃倾向性
自燃
地温危害
无影响
二、冲击地压和应力集中区:
无冲击地压和应力集中区
三、地质部门的建议
工作面伪顶易离层垮落,回采时应加强工作面顶板的维护,严禁空顶作业。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量:
走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度/余弦17°
T=70×58×1.0×1.35/cos17°=0.573万吨
2、工作面可采储量:
工业储量×采出率=0.573万吨×90%=0.52万吨
二、工作面服务期限
可采储量/设计月产量=0.52/0.43=1.2个月
第二章采煤方法
该工作面煤层平均厚度为1.0m,煤层倾角10°,采用单一走向长壁采煤法。
第一节巷道布置
一、工作面运输巷
工作面运输巷为钢棚支护,巷道净高度2.0m,净宽2.4m,净断面积4.3m2,根据顶板情况,棚距1.0m、0.5m。
该巷用于运输、进风及行人。
二、工作面回风巷
工作面回风巷为钢棚支护,巷道净高度2.0m,净宽2.4m,净断面积4.3m2,根据顶板情况,棚距1.0m、0.5m。
该巷用于回风及行人。
三、工作面开切眼
工作面开切眼为矩形断面,高度1.4m,净宽2.0m,净断面积2.8m2,采用鸭嘴棚子支护,排距2.8m,间距1.0m。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法:
走向长壁后退式采煤方法。
2、工艺顺序:
准备→打眼→放炮→落煤→临时支护→装煤→输送机运煤→下巷装车。
3、落煤:
爆破落煤
炮眼角度为:
底眼眼底高出底板约0.3m,底眼眼底的爆破最小抵抗线位于输道机上部水平面以上。
炮眼布置方式:
炮眼采用三花眼沿倾斜方向布置,这样爆破装煤效果及抛到采空区的煤较少,打眼劳动强度低,炮眼深度1.0m,装药量根据煤质而定。
一般情况下每眼装药量为300g,煤软时,每个眼可装药150g,每个炮眼封泥长度不小于0.6m。
4、装煤:
人工攉煤
5、运煤:
刮板输送机。
6、循环进度:
1.0m。
7、工作面支护:
采用单体支柱方式支护,木顶冒落规格300×140×60,排距1.0m,柱距0.8m。
采用三、四排管理,见四回一。
备用单体木支柱180cm以上,60根。
8、作业方式:
“三八”制作业,边采边准。
9、采空区处理方法:
全部垮落法管理顶板。
(1)、工作面每推进1.0m,进行一次放煤,即放煤步距为1.0m.
(2)距下端出口5m,不放煤,上端放煤要按工作面要求放净。
(3)初次放顶煤,在初期来压以后开始放顶煤,即工作面推进到13~15m以后,工作面推进到停采线以后,停止放顶煤。
爆破说明书:
1、炮眼布置图(正视、侧视、俯视图)
装药量计算
炮眼名称
炮眼深
度(m)
炮眼间
距(m)
装药量(kg/孔)
采面长
(m)
炮眼个
数(个)
总药量
(kg)
工
作
面
顶眼
腰眼
1.0
0.5
0.3
50
100
30
底眼
合计
循环火药消耗量:
30kg
火药消耗量:
3180kg/万吨
循环雷管消耗量:
100发
雷管消耗量:
1060000发/万吨
眼深:
1.0m
装药:
2管0.34
水炮泥:
0.3
封炮泥:
0.3
总装药和封炮泥:
1.0m
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc=30×1.0×1.0×1.35×90%=36.45t
式中:
W——工作面正规循环能力,36.45t
L——工作面平均长度,30m
S——工作面循环进度,1.0m
h——工作面采高,1.0m
γ——煤的视密度,1.35t/m3。
c——工作面采出率,90%。
第三节设备配备
工作面使用风煤钻打眼。
第三章顶板管理
第一节支护设计
1、工作面支架计算
单位面积顶压,没进行矿压观测的可按下式计算:
Mr1
P=n=2×1.4×1.8=14.4T/m2
Kp–11.35-1
式中:
n:
考虑周期来压及单体支柱受力不平衡时的安全系数(一般可取2)
M:
采高,m;
r:
岩石容重,T/m³
kp:
顶板岩石冒落后的碎涨系数;取1.35
2、单体支柱工作阻力计算:
Rs=K1K2K3Re=1×1×1.4×14.4=20.16T/根
式中:
Rs:
单体支柱实际可能达到的工作阻力;T/根
Re:
单体支柱额定工作阻力;T/根取14.4
K1:
单体支柱下缩系数,取0.85;单体支柱取K1=1;
K2:
单体支柱工作阻力系数,一般取1~1.4
K3:
单体支柱完好系数,取1
3、顶板支护密度计算:
P14.4
Q=——=——=0.71根/m2
Rs20.16
式中:
Q:
支护密度;根/m2
P:
单位面积顶压;T/m2
4、柱距计算:
Mn4
a=——=————=1.5m
QE大0.71×3.6
式中:
a:
柱距;m
Mn:
单体支柱排数,应取最大控顶距时的最少单体支柱排数;
E大:
最大控顶距;m
当计算出的a<0.6时考虑打对柱;
根据计算:
工作面打设单体支柱:
排距1.0m,柱距0.8m,三四排管理,见四撤一。
第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
(1)工作面采用“三、四”排控顶,最大控顶距3.6m,最小控顶距2.6m,放顶步距1.0m,单体支柱排距1.0m,柱距0.8m。
(2)支护分段打撤10米,备用单体支柱180cm以上,60根。
(3)上下巷超前支护均为20m。
(4)工作面煤壁必须采直,不得留伞檐。
顶子必须打得迎山有力,严禁过山或退山,必须成行、成排。
(5)对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛,预防顶板大面积垮落而压塌单体支柱。
二、顶板来压的支护措施
(1)在采煤过程中,必须检查并注意顶板及周围情况。
若发现明显来压现象,必须停止采煤工作,加强工作面支架的维护,适当加密工作面支架,并按0.4m间距加密单体支柱,沿采空区一排单体支柱打一排戗棚,正常情况下一梁一柱,并使用木鞋板打紧戗支棚,当顶板压力增大时,加密单体支柱,实现一梁二柱。
(2)工作面推进10米时,如顶板不垮落,开始在第三排柱上齐对柱,当工作面推进15米时,在第二排和第四排柱间增设木垛,木垛随工作面推进而前移,木垛间距8.0米(中心距),并进行人工挑顶。
三、回柱放顶方法及回柱工艺
(1)采用垮落法处理采空区,人工回柱放顶。
回柱放顶顺序严格执行由下而上、由里向外的原则,严禁分段回柱。
回柱放顶期间,工作面停止一切生产活动。
(2)必须坚持先支后回,回柱时必须超前回柱6-7m打好戗棚,并保持后路5.0m内畅通,放顶处用0.8×1m2的荆笆挡在新打好的单体支柱处,防止大块矸石垮落后滚下伤人。
(3)回收的单体支柱整齐的码放在工作面下巷处。
四、过断层及顶板破碎时的顶板控制
1、过断层及顶板破碎时必须浅打眼,少装药,放小炮,并缩小循环进度,以减少对围岩的破坏。
2、工作面加强支护,排距、柱距均缩小到0.4m。
3、工作面如果遇到落差大于半米以上的断层,必须重新拉开切眼。
4、过断层时必须有段长以上干部现场指挥。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理
(一)运输巷、回风巷的超前支护
运输巷、回风巷超前支护均为20m,超前支护巷道内支架要完整无损,其高度不得低于1.8m。
支护形式为11号工字钢棚,长梁规格2400,腿2000,排、柱距均为1.0m×1.0m。
(二)运输巷、回风巷的加强支护
当两巷顶板压力较大时,运输巷、回风巷超前支护20m范围内均架设双排支护。
排、柱距缩小到0.5m×0.5m。
二、工作面端头支护
工作面采用11号矿用工字钢,四对八根支护,长梁规格:
3600。
三、工作面安全出口的管理
(一)支护形式
工作面上下安全出口均架设11号矿用工字钢,四对八根交替迈步前进支护来维护。
长梁规格3600。
(二)质量要求
1、加强上、下出口管理,自工作面煤壁向外20m范围内,巷道净高不低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m。
2、加强上下出口的维护,发现支护变形、片帮、漏顶时,要及时维护,确保上下出口支护完整。
3、从工作面运出的坏柱、坏梁达一定数量后,要及时装车运走,不得影响通风及运输。
4、巷道无积水,无浮石杂物,待运物料码放整齐,严禁乱堆乱放,保证上下出口安全畅通。
三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面使用的支护材料主要有:
单体液压支柱配合木顶帽300×140×60若干块、11号工字钢长梁3600及若干个木楔。
回风巷距工作面30米范围内必须经常存放有备用材料,其中木柱60根,直径不小于180,坑木3m3,以备抢险时急用,此材料随用随补,严禁短缺。
所有材料必须码放整齐,挂牌管理。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
每班对工作面及两巷都进行顶板支护动态矿压观测。
二、成立矿压观测领导小组
组长:
董文海
副组长:
梁玉山
成员:
方国平程同勋王清
三、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、矿压观测人员每班测出的数据,由组长负责收集、整理,要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报,采取应急措施。
3、观测人员要不定期对单体支柱抽查,发现单体支柱初撑力低,有权让现场作业人员进行重新打柱,提醒作业人员采取措施或撤离工作面,并汇报各井长和调度室。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
(一)运煤设备及装、转载方式
工作面采用爆破落煤,人工攉煤到刮板机,然后运送到下巷装入矿车,然后经运输大巷运送到井底车场,由井底车场运送到主井至地面。
(二)辅助运输设备及运输方式
工作面需要的材料,采用V型0.8吨矿车,通过运输巷运进工作面。
二、运煤系统:
工作面→右四片→三段下山→二段下山→主井→地面。
三、运料路线:
主井→二段下山→三段下山→右四片→工作面
第二节“一通三防”与安全监控系统
一、通风系统
(一)风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q=100qCH4k×2=100×0.3×2=60m3/min
2、按工作面每班最多人数计算
Q=4N=4×10=40m3/min
3、按工作面温度计算
Q=60VS=60×0.8×2.02=96.96m3/min
4、按炸药量计算
Q=25A=25×2.4=60m3/min
5、按风速进行验算
15S 30.3<200<484.8 6、工作面实际需要风量: 取200m3/min。 式中: N—工作面最多人数,取10人。 A—一次爆破作业最多炸药量,取2.4kg。 qCH4—工作面沼气CH4绝对涌出量,按CH4取0.3 K—沼气绝对涌出量不均衡系数,取2。 V—工作面风速,取0.8m/s。 S—工作面平均断面,取2.02㎡。 (二)通风路线: 主井→二段下山→三段下山→右四片→工作面 二、瓦斯防治 (1)工作面设瓦斯检查员巡回检查,必须坚持一炮三检,每班至少检查两次。 (2)瓦斯检查牌板应设置在回风顺槽中距工作面50m附近,检查结果要及时填写,并及时向有关人员汇报。 (3)瓦斯检查地点: 工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中,工作面上的隅角、顶板冒落空洞、放炮员躲避地点、放炮地点附近20m风流中、回柱放顶处等都要加强瓦斯检查。 (4)当工作面附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时,停止作业,撤出人员,采取措施,进行处理。 (5)工作面及其进、回风巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚2%时,附近20米以必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。 (6)当工作面局部风流中瓦斯浓度达到1%时,附近20m以内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。 (7)工作面挂瓦斯监测探头和便携,并保证安全、灵敏、可靠。 (8)工作面瓦斯探头报警浓度≥1.0%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<0.5%,串联风瓦斯探头报警浓度<0.5%,断电浓度≥1.0%,复电浓度<0.5%。 (9)当工作面气体浓度超限时,瓦斯检查员必须告诉现场所有工作人员,停止工作并撤出人员,待采取措施、经检查气体浓度恢复正常后,方可进入工作面地点工作。 (10)瓦检员交接班要在指定的地点进行,交清当班情况。 (11)瓦斯检查班报表必须有上班、本班、下班瓦斯检查员签字,检查地点的瓦斯记录。 做到班报、牌报、日报三对口。 (12)瓦斯检查时,要严格按规定操作,发现不安全隐患,要先消除隐患再进行检查。 (13)对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到0.5%以下时,方可人工恢复通电启动。 2、瓦斯监测 (1)监控系统型号: KJ19型煤矿安全监控系统 (2)系统设备数量、位置: 系统分站电源各1台,在主井右二片;瓦斯传感器1台,在工作面上出口10米范围内;风速传感器1台,CO传感器1台,CH4一台。 (3)控制系统 工作面上出口瓦斯传感器: 瓦斯浓度达到1.0%时报警,达到1.5%时,断电,其范围是工作面及回风巷内全部非本质安全型电器设备。 三、综合防尘系统 1、两巷各设一防尘供水管路,保证水源、水压,定期冲刷巷道壁,减少煤尘堆积。 2、各防尘设施正常使用,并设专人维护和管理,由通风组安装维护,由生产单位管理和使用。 3、出煤系统各转载点上齐撒水喷雾装备并保持安好。 4、运输、回风巷各设两道净化风流的水幕,喷雾水压达到要求。 5、运输、回风巷内确保隔爆水袋齐全完好。 6、机械保护齐全,做好个人防护。 (一)防尘供水系统 地面净压水池→主井→右二片运输巷→工作地点。 (二)防尘措施 1、工作面运输巷每间隔50米,下料道每间隔50米,设置一个三通阀门,供防尘洒水用,工作面两巷要7天冲洗一次,平时发现有煤尘堆积,随时冲洗,防止粉尘积聚。 2、综合防尘措施: 湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流、钻眼作业人员配戴个体防尘防护用品。 (三)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施 1、在工作面运输巷和回风巷各安装一组隔爆水棚。 2、棚区长度30米,每棚间距1.2米,水袋边与支架、顶板之间的距离不得小于0.1米,隔爆水袋40L/个。 3、每处隔爆水棚不少于25棚,做到经常清刷,保证水量。 四、防治煤层自然发火技术措施 (一)监测系统 回风巷安设CH4、CO、温度等传感器,通过地面监控系统对工作面气体成分和生产情况等进行连续监测。 安装的CH4、CO、温度等传感器必须完好准确,每7天检验一次。 每天抽样检查气体成份,并及时上报值班领导,当有CO气体超限、温度高、有煤焦油等味时,应立即上报矿井调度室及时采取措施,必要时撤出相关人员。 (二)综合防灭火措施 1、加强通风管理,减少漏风。 保证工作面有足够风量。 2、工作面进行预防性洒水,降低煤体温度。 3、对巷道,应经常进行气体分析工作,当气体中含氧量减少,二氧化碳增加,并出现一氧化碳且含量逐渐增高,即认为是自燃发火,及时采取措施。 5、工作面采完要在45天内及时封闭,封闭要严密。 (三)灭火要求 工作面火灾,要以预防为主,当工作面发生火灾或有发火迹象时,要沉着冷静,不慌忙,及时采取措施,控制火势,将灾情控制在最小范围内。 灭火后,火点气体及温度等均应达到规定的灭火要求。 第三节排水系统 一、设备选型 根据矿井正常涌水量15m3/min,水仓容积为200m3,安设两台水泵,一台工作、一台备用、另设一台检修,水泵型号为D46-50×6,功率45KW,两趟四寸排水管路,一趟工作,一趟备用。 采用集中排水方式。 二、排水路线: 工作面→三段井底水仓→φ100排水管→二段水仓→φ400排水管φ100排水管主井→地面。 第四节供电系统 一、供电计算 甲线引自采石厂变电所10KV,乙线引自农电变电所10KV,到矿井地面变电所。 地面安装4台S9-315KVA型变压器,地面供电2台、井下供电2台,双电源入井,相互切换。 二、变压容量、台数及型号的确定 Sca=ΣPNKde/COSφωn 式中: Sca——变压的计算容量KVA ΣPN——由该变压器供电的设备定额总功率 Kde——需用系数,取0.4 COSφωn——加权平均功率因数,取0.6 变压器计算容量: Sca=50×0.4/0.6=33.33KVA 根据计算结果,选用两台S9-200KVA,选用两台S9-315KVA矿用隔爆型变压器,完全可满足需要。 三、井下低压电缆的选择 1、按持续允许电流选择干线电缆截面。 计算电缆实际工作电流: Ica=kdeΣPN×103√3UNCOSφωn =0.4×50×103/1.732×380×0.6=50.65A 选择U3×70规格橡套电缆,其长时允许电流为215A,符合要求。 四、按正常运行电压降选择电缆截面 1、支线橡套电缆电压损失 △Ubl=kloPNLbl×103/γUNABLηMO 式中: Klo——负荷系数 PN——电动机额定功率KW Lbl——支线电缆长度 ABL——支线电缆截面 ηMO——电动机效率 Ubl=0.9×30×260×103/53×380×25×0.85=16.4V 2、干线橡套电缆电压损失 △Utl=kdeΣPNLtl×103/γUNAtl 式中kdt——需用系数 UN——额定电压 γ——导电系数 ΣPN——额定总功率KW Ltl——干线电缆长度m △Utl=0.4×50×23×103/53×380×70=0.33V 3、变压器电压降损失 △UT=√3ICaT(RTCOSφT+XTSinφT) 式中: ICaT——变压器计算电流A COSφT、SinφT——功率因数 RT、XT——变压器电阻值Ω △UT=√3×50/315×263.6(0.0240×0.6+0.0574×0.8)=1.83V 经计算供电系统总电压损失为18.56V,小于允许电压损失39V,符合要求。 五、短路电流计算 两相短路电流表 短路点 电缆截面及长度 换算长度 两相短路电流值 截面mm2 长度m KN LN d 70 8 0.73 6 1650A 35 150 1.43 215 25 10 2.0 20 六、低压开关的型号确定 采区工作面配电点,选用KBZ系列,起动开关选择QBZ系列。 七、低压开关整定计算 1、KBZ-200馈电开关 整定计算: Iz=200+30×2=260A,取300A 校验灵敏度: KS=1650/300=5.5>1.5,合格 2、QBZ-120开关 整定计算: Iz=30×2=60,取80A 校验灵敏度: KS=1650/80=20.6>1.5,合格 八、熔电器保护装置的选择及校验 IQe/2-2.5=30×2×7/2.5=168,取200A 校验Id (2)/Iz=1650/200=8.3>7合格。 同理可计算其它熔体值。 过流保护整定表 开关 过流保护整定(A) 末端两相短路电流值(A) 灵敏度
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- 采煤 规程
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