031采面作业规程.docx
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031采面作业规程
PMJT—TL—XF—10—02
平煤集团公司天力公司先锋矿
采煤工作面作业规程
工作面名称己17-11031采面
施工单位采煤一队
矿长
生产矿长
安全矿长
机电矿长
总工程师
编制李鹏飞
日期2010-7-9
第一章采煤工作面概况
序号
项目
内容说明
1
采面位置
该采面位于己一采区东翼
2
采面范围
走向长200m,倾斜长80m,面积16000m2
3
与邻近煤层及已采区关系
东临矿井边界,西邻己一轨道下山,北部为己17—11011采空区,南部为矿井边界。
4
与地面相对位置
该采面位于工业广场东南荒坡
5
采面与地面建筑关系
无影响
第二章采煤工作面地质条件
项目
序号
内容
说明
地
质
赋
存
条
件
1
产状
走向
西东
倾向
南北
倾角
10°
2
瓦斯
相对涌出量
0.886m3/t
绝对涌出量
0.369m3/min
3
煤质
牌号
水份
灰份
挥发份
煤尘爆炸指数
自燃发火期
1/3JM
0.92%
13.57%
32.45%
36.5~44.14%
6~8个月
储
量
1
可采储量
49280t
2
储量损失
12320t
顶
底
板
特
征
1
伪顶、直接顶、老顶关系
采面无伪顶;直接顶为灰及深灰色砂质泥岩,易冒落;
2
顶板特性
直接顶初次垮落步距
基本顶初次垮落步距
基本顶周期垮落步距
8m~10m
25~30m
10~15m
直接顶类别
老顶类别
I
Ⅱ
3
底板特性
直接底为灰及深灰色泥岩,厚1.75m,
水
文
地
质
1
涌水
涌水方式
涌水量
预计涌水地点(个)
水质(酸碱度)
无
无
PH=6~8
2
老塘积水
无老空渗水
3
钻孔断裂水
无影响
地质构造情况表
第三章采煤方法
第一节采煤工作面巷道布置
第二节采煤工艺及顶板管理
一、工序管理:
(1)打眼、装药、放炮:
工作面炮眼布置为三花眼,上眼间距0.8m,距顶0.6m,底眼间距为0.8m,距底0.6m,严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业.
(2)伸开翻转梁临时支护及铺网:
伸开翻转梁临时支护时设专人观山,翻转梁规格为450mm×0.96mm,煤墙超过450mm时,必须提前拉架。
铺网时,网边对齐铺成直线,不能斜铺,网要铺平整,紧贴顶板不出现凹凸及波浪形状,特别是不能打卷。
(3)攉煤:
攉煤时要照前顾后,人员站在顶板维护好的地点,面向机尾方向,防止运输机机道内有物料、大块煤矸伤人,并注意顶板变化情况,严禁空顶作业。
(4)移架:
采面分段采通后,由机头向机尾顺序开始移架,移架前先收回翻转梁,移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸,稍降前柱使顶梁可移动时立即停止。
、移动顶梁和后柱(前柱不动),使支架移至规定步距。
(5)移溜:
推移运输机用推移器推移,推移器或支柱应支在支架牢固完好的地点,做推移用的单体柱要编号,专项使用,推移后应搁放好。
(6)以上工序结束后开始整体推进托梁。
二、采面顶板管理:
(1)、本工作面采用走向长壁后退式炮采采煤方法,全部垮落法管理顶板,使用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架(ZH—国家代码﹑1600—工作阻力﹑16/24—最小/最大采高﹑ZL—整体顶梁).超前使用DZ22型单体液压支柱、HDJA1.0型铰接顶梁支护顶板。
ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表
名称
单位
参数
备注
支架高度
㎜
1600~2400
支架长宽
㎜
3000×960
支架长度包括翻转梁长450mm
翻转梁
㎜
960×450
上仰3—5度
支架中心距
㎜
1000
支柱数量
根
4(φ110)
移架步距
㎜
800
工作阻力
KN
1600
初撑力
KN
1200
支护强度
MPa
0.61
泵站压力
MPa
31.5
(2)、工作面采用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架,支架中心距1000㎜(±10㎜),最大控顶距4.0m,最小控顶距3.0m移架时要按中线移架,支架应保持一条直线,其偏差不得超过±50㎜,支架垂直顶底板,,其偏差不得超过±5°,支架顶梁要与顶板平行,相邻支架间隙40㎜(±10㎜),支柱钻底大于100mm必须穿柱鞋,支柱迎山有力,初撑力达到要求。
(3).两巷顶板管理:
1、工作面上下出口及端头支护。
机头,机尾超前出口规格为宽3.0m,高1.6m,长3.0m,采用6棚双圆销梁配合单体支柱,柱距为0.5m,排距1.0m水平销配够,确保“三销齐全”。
2、两巷超前支护采用单体柱配合铰接梁支护。
3、工作面两巷超前工作面挂1~2排铰接顶梁,顶梁下架设单体液压支柱,实现一梁一柱,20m以内架设双排铰接顶梁,20~50m架设单列铰接顶梁。
超前支护巷道内支架要完整无损.老塘侧机巷可落后采面一排,风巷与采面切顶线回齐。
4、高度不低于1.6m,留有不少与0.7m人行道。
5、帮顶必须刹严背实,浮渣及时清理。
6、刹顶:
采面使用金属网刹顶,金属网规格:
10×1.2m,机头机尾超前因使用双圆销梁配合单体柱支护,背顶使用金属网配合小棍,每棚使用小棍6-8根,要求采面金属网连接紧密,同时应备有一定量的半拉瓜﹑穿楔,一备冒顶时使用。
7、采空区处理采用全部垮落法管理顶板。
8、作业方式为人工分段作业。
9、顶板监测采用阻力监控法,用测压枪对每一循环支柱初撑力进行监测,监测重点为上下安全出口和压力异常区。
10﹑风巷要有备用料:
半拉瓜:
1/2ф180mm×2m不小于30块
金属网:
1.2m×10m5卷
单体柱:
2.2m30棵
穿楔:
不小于30块
11﹑其它:
该采面断层分布较多,回采过程中应加强顶板管理,严格执行过断层安全技术措施。
三、采面支护设计:
一、支护强度计算:
按经验公式计算:
P=(4-8)hYe=(4-8)×2.2×2.5=22-44t/㎡
式中:
h---工作面采高
Ye---顶板岩石平均容重2.5t/m3
取以上计算的最大值,则合理的支护强度为Pn=44t/m2..=0.45Mpa
由于ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.61Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。
二、两巷与端头支护设计:
一、支护设计:
根据柱距计算公式:
L柱=P1/KLP
式中P1=R1R2R3R4=0.95×0.95×1×29.8=26.9t/根
R1—支柱不均匀系数:
0.95
R2—支柱增阻系数:
0.95
R3—工作面系数
R4—支柱最大承载值:
29.8t/根
P为顶板压力,本采面采用6倍采高围岩重
P=6hv=6×2.2×2.5=33t/m3
L柱=P1/KLP=26.9/(1.2×L排×33)=0.68m
为保证安全,距L柱取0.5m,支护强度即可达到要求。
二、底板比压分析:
JB=PN/SI=300KN/3.14×(0.05m)2=0.0383KN/m
式中JB—支柱对底板比压
PN—支柱额定工作阻力
SI—支柱底座面积
比较:
泥岩比压JBN=0.0165KN/m2
JB>JBN
故支柱应垫柱鞋,防止柱子钻底。
第四章安全生产系统
第一节运输系统
一、运输系统
1、运煤系统:
采面→己17—11031机巷→己一皮带下山→煤仓→主井→地面。
2、运料系统:
地面→主井→南石门→东翼进风巷→己17—11031风巷→采面。
3、生产能力分析:
工作面一循环生产能力Q的计算
Q=L·S·M·r·C
L——工作面长度80m
M——采高2.2m
S——循环进度0.8m
C——回采率95%
r——煤体容重,1.45t/m3
故Q=Q采=80×2.2×0.8×1.45×0.95×1=193.95t
该工作面一天3个循环,由上可知,该工作面日生产能力为581.85t
第二节通风系统
一、通风系统:
主井→己一皮带下山→己17-11031机巷→采面→己17-11031风巷→东翼回风巷→总回风→风井→地面
三、风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算:
Q采=100×q采×KCH4
式中:
q采—采面绝对瓦斯涌出量
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数2.0
Q采=100×q采×KCH4=100×0.369×2.0=73.8m3/min
2、按气象条件计算:
Q2=QkKtKhKi
式中:
Kt——温度系数1.1
Kh——采高系数1.1
Ki——采面长系数1.0
Qk——基本风量300m3/min
Q2=300×1.1×1.1×1.0=363m3/min
3、按工作面同时工作最多人数计算:
Q3=4N=4×29=116m3/min
取Q=Q2=363m3/min
4、风速验算:
15×S大 118.8 式中: S大—最大断面7.92m2S小—最小断面5.72m2 取Q采=363m3/min,可满足安全生产要求 第三节供电系统 一、供电简述: 供电电源来自井下中央变电所,采面机巷电源由中变电所1#变压器供电,采面风巷电源由2#变压器供电,电压等级为660V,照明、信号电压等级为127V,由信号、照明综保或煤电钻综保将660V变为127V供电。 其供电设备、电压等级、电缆种类、电缆断面、馈电开关额定值,安全系数“三大保护”都符合供电系统的安全要求。 二、机电设备的安装与验收 所有机电设备的安装一律按照《机电完好标准》执行,特别是煤电钻、接线盒、按钮这些经常移动的设备坚决不能失爆,带式输送机要谨慎安装,跑偏装置、烟雾传感器、堆煤保护、温度保护、低速保护等要灵敏可靠。 机头处必须配有灭火器。 机头前后20m采用阻燃性材料支护。 三、巷道供电设计 1、工作面电源及电压等级确定 该工作面供电电源来自井下中央变电所,井下中央变电所采用双回路干线分支式向采面供电,采面配电点采用辐射式供电。 根据炮采工作面电压等级要求,变电所一次电压等级为6KV,二次供电电压设计为660V,采面供电电源为660V。 2、配电点设计 配电点设计在该巷道进风口,风巷安装瓦斯电闭锁,同时安设局部接地。 3、变电所总开关设有检漏继电器,对整个线路进行绝缘监视。 4、电缆要吊挂整齐,电缆钩不大于3米一个,电缆的垂度不大于50mm。 5、工作面设备: KBD-350馈电3台 QBZ-200开关6台 QBZ-120开关6台 ZXZ8-2.5照明信号综保1台 ZXZ8-4.0;煤电钻综保1台 6、工作面供电设备负荷统计 1)机巷装机量Σp=287KW 风巷装机量Σp=115KW 2)线路最大长时工作电流Ica 炮采工作面需用系数Kde取0.5 非掘进机组掘进工作面需用系数Kde取0.4 炮采工作面、非掘进机组掘进工作面功率因数CosФ均取0.6 机巷: Ica=Kde×Σp×103/(1.732×U×CosФη) =0.5×287×103/(1.732×660×0.6) =209A 风巷: Ica=Kde×Σp×103/(1.732×U×CosФη) =0.5×115×103/(1.732×660×0.6) =83A 7、电缆选型 根据最大长时工作电流选择电缆截面积,在采面机巷干线电缆选用MY-3×70电缆载流量224A大于最大长时工作电流209A、支线电缆选用MY-3×50;在风巷干线电缆选用MY-3×50电缆载流量177A大于最大长时工作电流83A,都满足要求。 附: 供电系统图 设备配置表 采煤一队己17—11031采面 机 电 设 备 配 置 表 序号 名称 规格型号 数量(台) 配置地点 1 悬移液压支架 ZH1600/16/24ZL 80 根据采面 2 采面输送机 SGB—40T 2 采面、机巷 3 煤电钻综保 BZ80—2.5 2 风机巷各一台 4 煤电钻 BZ2.5 2 风机巷各一台 5 信号综保 BBZ—4.0--11 2 风机巷各一台 开关 KBD--200 3 风巷1台、机巷2台 KBD--350 2 风机巷各一台 KBD--120 6 风巷4台机巷2台 ZXZ8/2.5 2 风机巷各一台 ZXZ8/4.0 1 机巷 第四节降尘系统 第五节安全监测系统 第六节液压系统 第五章劳动组织 一、循环方式: 1、循环进度: 0.8m 2、日循环数: 3个 3、循环产量: 193.95t 4、日产量: 518.85t 二、作业方式: 1、人工分段作业 2、回采工艺流程 打眼,装药放炮→伸开翻转梁临时支护→出煤→移架→移溜,移托梁 三、劳动组织: 1、三八制 2、边采边准 序 号 工种 班次 合计 各工种出勤时间表 零 八 四 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 1 采煤工 10 10 10 30 2 机电工 2 2 2 6 3 开溜工 2 2 2 6 4 皮带 司机 1 1 1 3 5 打眼工 2 2 2 6 6 放炮员 1 1 1 3 7 跟班 队长 1 1 1 3 8 队长 0 1 0 1 9 维修工 0 6 0 6 10 泵站 司机 1 1 1 3 11 维护 1 1 1 3 合计 21 28 21 70 第六章主要技术经济指标 项目 单位 数量 项目 单位 数量 工作面指标 走向长度 m 200 管 理 放顶步距 m 0.8 倾斜 m 80 回柱方法 人工 煤层厚度 m 3.5~4.5 老空处理 跨落 采高 m 2.2 材 料 消 耗 机油 kg/万吨 750 回采面积 m2 102338 乳化油 Kg/万吨 850 煤层倾角 度 12 工作面储量 t 627890 坑木 m3/万吨 可采储量 t 502312 火药 Kg/万吨 1265 回采率 % 95 雷管 个/万吨 2376 容重 t/m 1.45 杂木棍 根/万吨 4949 日进 m 3 柱鞋 块/万吨 月进 m 87 金属网 m3/万吨 371 回采工效 t/工 8.75 挡帘 个/万吨 顶板 支架类型 悬移支架 循 环 指 标 作业方式 分段 支架数量 架 80 循环进度 m 0.8 顶梁数量 根 80 循环产量 t 193.95 顶板管理方法 全部跨落 日循环数 个 3 最大控顶 m 3.05 日产量 t 581.85 最小控顶 m 2.6 正规循环率 % 90 第七章安全技术措施 “安全第一,预防为主”是煤矿生产一贯坚持的方针,每个职工都要树立“安全第一”的思想意识,认真执行煤矿三大规程,狠反“三违”,作好自主保安、联保、互保工作。 每班开工前都必须由跟班干部、班长、三检员首先检查采面安全情况,经程序化检查,确认安全无隐患后,方可允许职工进入采面作业,发现不安全隐患,应立即组织人员采取措施进行处理。 切实做到不安全不生产,隐患不排除不生产,措施不落实不生产。 第一节总则 1、所有工作面作业人员都必须认真学习三大规程,学习后履行签字手续,经考试合格后方可上岗作业,否则不准上岗. 2、凡有新工人进队或转岗人员都必须重新学习本规程和参加培训,否则不准上岗作业. 3、下井人员必须按时参加班前会,否则不准下井作业,在每班班前会上,值班干部、跟班干部都必须讲明本班工作面的安全生产情况及注意事项,并结合规程讲明采取的措施,开工后及时检查、组织落实。 4、在工作面出现意外情况时,跟班干部及班长应及时组织现场人员进行处理,并向调度室和值班干部汇报,听取处理意见,组织现场落实。 5、每班开工前,各工种都要备好自己的工具,并先检查作业地点的安全情况,发现问题及时处理,在确保安全的前提下,方可开工作业。 6、工作面在开工前,由队长、技术员负责带领工人走一次避灾路线,以后每月由班长以上干部负责带领工人走一次避灾路线。 第二节采煤工艺安全技术措施 一、打眼 1、本工作面炮眼布置为三花眼,上眼间距0.8m,距顶0.6m,底眼间距为0.8m,距底0.6m。 2、打眼工必须固定专人,严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业,对凹凸不平的煤壁和采高变化要根据情况减少或加大眼深,保证爆破后煤壁平直、采高和进度。 3、打眼工班前打眼,进入工作面后,首先要检查煤电钻的完好情况、电缆有无破损失爆、综合保护装置是否灵活可靠,并且进行一次综合保护装置跳闸试验,确认无问题方可打眼。 4、进入工作面打眼前,要先检查周围顶板是否完好,有无片帮预兆,柱子是否牢靠,上下各3架严禁动架,必须关闭翻转梁截止阀,如有问题经处理后方可作业。 5、打眼工作由两人以上配合作业,一人掌握煤电钻打眼,保证眼距、眼深及角度。 一人观山拉电缆,注意电缆的悬挂和使用,不得在刮板运输机上游动,同时查看周围支架、煤壁、顶板等情况,坚持湿式打眼,采用水浇打眼。 6、打眼时,要坚持执行敲帮问顶制度。 7、打眼时,禁止带帆布手套和线手套,工作服袖口必须帮扎好,系好纽扣,以免被钻杆绞住。 8、打眼期间应停止采面运输机运转,人员不准站在运输机道内,严禁骑运输机打眼。 9、禁止在煤岩的节理和裂隙上打眼,禁止在老眼和残眼上重新打眼。 10、打眼中暂时休息时,钻杆必须脱离电钻,并放在安全地点。 11、炮眼位置及角度严格按《作业规程》施工,如遇特殊情况应经跟班干部同意,再进行作业。 12、严禁用运输机运送煤电钻,电缆和火药。 13、打眼时,电缆应悬挂在人行道上,严禁悬挂在运输机道内。 14、打眼结束后,把综保开关手把打到停电位置并闭锁,按下防爆插销。 将电缆、煤电钻、钻杆拿到支架完好、无淋水处、距超前出口10m处盘放整齐,机巷离开槽帮400mm以上距离。 15、打眼过程中,严禁用脚蹬或硬压煤电钻,若电钻打眼时间过长或操作不当引起电钻起热时,应及时更换电钻或待温度降低后使用。 16、有下列情况之一时,不许打眼或应立即停止打眼,在向上级汇报并妥善处理,确认安全后,方能继续打眼。 (1)工作面风流中瓦斯浓度达到0.5%时。 (2)发现煤层内有连续小煤炮声或有大量瓦斯涌出,有煤和瓦斯突出征兆时。 (3)发现煤层变潮,煤质变软,有挂汗、挂红,出现雾气,水叫、顶板淋水加大,空气变冷的透水征兆时。 (4)打眼时突遇压力水从钻孔中流出时,应立即停钻并不许抽动钻杆。 (5)工作面局部顶板来压,片帮严重,支护不齐全,不牢固。 (6)控顶距超过本规程的规定。 (7)电钻声音突然异常,出现卡住钻头或钻杆,电钻严重震动,电钻外壳带电。 17、采面坚持沿顶板推进,保证采高为2.2m左右。 二、装药、连线、爆破 1、装药、连线、爆破工作有专职放炮员进行,并持证上岗。 2、装配引药必须在支架完好、顶板完整的地方,并避开电气和导电物体。 严禁坐在炸药箱上装配引药,装配数量以当班当时需要量为限。 3、装配引药工作由专职人员操作,附近20m范围内严禁有做与此无关的工作和人员。 4、爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的箱内并加锁,严禁乱扔乱放。 装炸药、电雷管的药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点。 每次爆破时都必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。 5、本工作面采用乳化炸药,雷管扎入药卷后,应用脚线将药卷缠住,以便把雷管固定在药卷内。 雷管必须全部插入药卷,严禁斜插在药卷内或捆绑在药卷上。 6、装配引药时,必须防止电雷管震动,冲击折断,防止损坏脚线绝缘层。 7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管理顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。 抽出单个电雷管后,必须将其脚线末端扭结。 8、装药前先
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