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文档简介

统一编号:采第 6 号重庆市永川区协合煤业有限公司采煤工作面作业规程采煤工作面名称:+130SK8采煤工作面批 准 日 期: 年 月 日会 审 意 见一、存在的主要问题:二、处理意见:会审单位及人员签字生产技术科: 年 月 日安全监察科: 年 月 日机运副矿长: 年 月 日生产副矿长: 年 月 日安全副矿长: 年 月 日矿 长: 年 月 日总 工程 师: 年 月 日目 录第一章 概况第一节 编制依据第二节 工作面位置及井上下关系第三节 工作面参数及煤层情况第四节 煤层顶底板第五节 地质构造第六节 水文地质第七节 瓦斯情况第八节 影响回采的其它因素第九节 储量及服务年限第二章 采煤方法第一节 巷道布置第二节 采煤方法及采煤工艺第三节 地质构造第四节 采煤设备配置第三章 顶板控制第一节 支护设计第二节 工作面顶板控制第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制第四节 矿压观测第四章 生产系统第一节 运输第二节 “一通三防”与安全监控第三节 排水第四节 供电第五节 通讯照明第五章 劳动组织和主要技术指标第一节 劳动组织第二节 循环作业第三节 主要技术经济指标第六章 煤质管理第七章 安全技术措施第一节 一般规定第二节 顶板第三节 防治水第四节 爆破第五节 “一通三防”与安全监控第六节 运输第七节 机电第八节 其它安全技术措施第八章 灾害应急措施及避灾路线作业规程学习和考试记录作业规程补学和考试记录作业规程复审意见第一章 概 况第一节 编制依据1、煤矿安全规程(2010年版)、煤矿岗位技术操作规程2、永荣煤田西山矿区中心桥井田详查最终报告3、协合煤矿采掘工程平面布置图4、协合煤业有限公司地质地形及井上下对照图第二节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系表 表1-1-1水平名称一水平采区名称128采区地面标高+450m+490m井下标高+130m+200m地面相对位置位于唐家院子以东400米,火烧坡以北460米处回采对地面设施的影响地表为低山斜坡地形,径流条件好,乔木覆盖,无地表建筑,回采对地面设施没有影响井下位置与四邻关系1、井下位置+130SK8采面位于128采区南端,采面下部为+130SK8运输巷;上部为+200SK8回风巷;以北为128采区溜煤上山;以南为+130SK8采面开切眼。2、相邻关系+130SK8采面相对应的北面为井田边界;以西为上部未布置工作面;以东为下部+60SK8巳采工作面;以南为采区边界回风下山。走向长度(m)880倾斜长度(m)85面积(m2)74800第三节 工作面参数及煤层情况工作面参数: 煤层情况表 表1-2-2煤层厚度(m)1.2结构式块状结构容重(t/m3)1.35煤层硬度F=1.5煤种气煤倾角53稳定程度较稳定煤层情况描述该区域煤层结构简单,煤层倾角5055,煤层为黑色半亮型煤,块状结构,层状构造,含夹矸;K8煤层贮存稳定,其厚度在1.01.4m之间,平均煤层厚度为1.2m。第四节 煤层顶底板煤层顶底板情况表 表1-3-3顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征老顶中粒长石石英砂岩112浅灰、灰白色厚层状、中厚层状,硬度中等直接顶砂质页岩0.3灰白色砂岩,硬度中等伪顶炭质泥岩0.2黑色、沥青光泽、硬度偏软直接底炭质泥线岩0.35深灰色、硬度偏软老底粉砂岩灰色泥质粉砂岩,硬度中等附图111:煤系地层综合柱状图第五节 地质构造地质构造情况 表1-4-4编号构造名称性质走向()倾向()倾角()落差(m)对回采工作面的影响附图1-2-2:工作面运输巷、回风巷、开切眼布置平面图第六节 水文地质一、+130SK8采面地表为低山斜坡地形,地面径流条件好,无大的河流、湖泊,井下工作面涌水量小,回采无水患威胁。二、采面上下各条巷道无积水存在,查明无老巷、无采空区。采面上部为+200水平,为矿井上部资源,属未采动区域。三、其它水源的分析:遇地质构造可能有裂隙水。四、涌水量:该工作面顶板为砂岩,局部节理发育,通过节理带可能出现顶板滴水,对工作面回采不会造成大的影响,预计该面正常涌水量约为0.1m3/h左右,最大涌水量约为1m3/h第七节 瓦斯情况K8煤层为煤与瓦斯不突出煤层,无煤与瓦斯突出危险。风排绝对瓦斯涌出量0.35m3/min,必须加强工作面的瓦斯检查及通风管理。其它因素对回采工作面的影响CH4无突出危险CO2无影响煤层爆炸指数煤尘爆炸指数32%,有爆炸危险煤层自燃倾向性不易自燃发火的煤层。地温危害无冲击地压危害无第八节 影响回采的其它因素影响回采的其它地质因素情况表 表1-5-5第九节 储量及服务年限一、工作面可采储量:采面走向长880m真倾斜长65m1.21.35=92664吨。二、服务年限:1、工作面的服务年限=可采长度880m/月推进43m=20.5月。第二章 采煤方法 K8煤层为急倾斜煤层,平均倾角53,平均煤厚为1.2m,根据我矿目前生产技术条件等,选用俯伪倾斜采煤法。第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况:该工作面属128采区,运输巷位于+130水平,回风巷位于+200水平。运输巷巷道断面为4.32m2,砌碹支护,主要是为工作面进风、行人、运煤及材料服务;回风巷,巷道断面为5.9m2,锚杆(部分架厢)支护,主要是为工作面回风、行人服务。二、工作面运输路线:+130SK8运输巷128采区溜煤上山(运输机)+60NK8运输巷主井下车场(绞车提升)主井上车场地面煤仓。三、工作面进、回风路线:进风路线:主、副斜井+60车场+60NK8运输巷128采区提升上山+130SK8运输巷进风眼工作面。回风路线:+200SK8回风巷+130SK8边界回风上山+130SK8运输巷+130SK8回风下山+60南回风石门石灰坳风井。四、开切眼:+130SK8采面3开切眼。五、联络巷:超前进风眼、回风眼。六、溜煤眼:+130SK8采面超前眼。七、硐室及其它巷道:超前台阶。附图2-1-3:工作面及巷道布置图(1:1000)第二节 采场布置一、工作面沿伪倾斜方向布置,其走向长880m,倾向长85m。运输巷上帮留护巷煤柱10m,回风巷下帮留护巷煤柱10m,工作面顺槽上方打设超前台阶,台阶断面:走向长5m倾斜长10m;为解决应力集中,台阶与工作面之间采直成5m的过渡段(详见附图)。工作面可采走向长度为880m,工作面方向与水平夹角确定为大于60(即有一定的倾斜度即可),即工作面可采长度为75m。二、工作面通风和溜煤:初期在开切眼下口以北运输大巷上帮每隔10m超前掘2个超前眼,1个溜煤眼,1个进风眼。开采过程中必须保证有一个超前进风(溜煤)眼。风眼作为工作面回风、下放材料和人员进出的安全出口。随工作面推进后,上巷每隔10m在工作面上部掘一个回风眼贯穿+200SK8回风巷(上安全出口)。三、工作面下超前眼、溜煤顺槽、超前眼随工作面逐排推进,必须保证断面规格。四、在采煤工作面倾斜每隔5.6m(即7排支柱)长布置走向密集木支柱,最后一排支柱为倾斜密集支柱,防止采空区矸石冲击密集支柱及窜入溜煤眼(第三章将详细介绍)。第三节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法:走向俯伪斜长壁式采煤法。二、采煤工艺:工作面可采走向长度880m,工作面倾斜长75m,沿走向推进;平均采高1.2m;1.6m/循环,1个循环/天,进度为1.6m/日;爆破落煤;垮落法管理采空区;采用单体液压支柱支护顶板,工作面煤炭自溜到下运输巷装车。(一)、回采工艺流程:安全检查打眼爆破落煤人工清浮煤自溜码砂带、掺柱掺密集支柱回柱。(二)落煤方式:采用爆破落煤,一次采全高。(三)爆破作业:1、爆破条件:炮眼采用两排交错布置的方式,即三花眼布置,炮眼深度为1.2m,炮眼水平间距0.8m,每眼装药2条(0.4);炮眼角度:水平角75,垂直角顶眼81、底眼90;掏槽方式:超段数爆破作业时采取斜形掏槽爆破;每次爆破进度0.8m;炸药的种类为煤矿安全许用三级乳化炸药(32mm),雷管的型号及段数为毫秒延期钢质8#型1-5段电雷管;炮眼利用率为85,炸药消耗0.41Kg/吨、雷管消耗量1.02发/吨。2、爆破说明书:工作面放炮顺序由下向上放炮;炮眼采用分次装药分次爆破, 电煤钻打眼,一次放515个炮。附表:爆破说明书工作面煤炮爆破说明书 表2-1-6炮眼编号个数深度/个(m)角度装药量炮泥雷管段别联线方式起爆顺序起爆次数工作面平均煤厚m炮眼利用率%水平垂直条/眼Kg/眼小计(kg)水袋/眼黄泥1551.2759020.421封满眼口15串联111.28561051.2759020.42115串联21851189909451.2759020.42115串联85合计9418837.637.6943、放炮安全措施。(1)、防瓦斯爆炸的安全措施:加强瓦斯检查。采煤工作面回风巷风流中瓦斯浓度达到1时,必须停止用电钻打眼,爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1时,严禁爆破;工作面回风巷风流中瓦斯斯浓度达到1或二氧化碳浓度达到1.5时,必须停止工作,撤出人员,采取措施进行处理;工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施进行处理。工作面及其巷道内,体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯斯浓度达到2时,附近20m内必须停止工作,撤出人员,切断电源进行处理。(2)防止煤尘爆炸的安全措施:爆破使用水炮泥、喷雾洒水降尘、确定合理的风速、清除落尘,采用不燃性支护材料。4、放炮警戒:a:在工作面上部距爆破点南、北各50m处;b:工作面下巷以北70m,往南70m处;C:超前眼直巷100m,转弯巷75m;警戒距离大于放炮距离。每次放炮前,所有人员必须撤出作业点到规定的警戒线外;组长必须亲自布岗和撤除岗哨。放炮前,必须派人对警戒区域进行仔细搜索,确保无人;放炮地点的瓦斯浓度在不超过1%时方可放炮。附图2-2-4:炮眼布置图(正、平、剖示图1:50)三、工作面正规循环生产能力和服务年限:1、工作面循环生产能力工作面正规循环生产能力:W=LShRc=751.61.21.3595%=184t/循环W工作面正规循环生产能力t;L工作面平均伪斜长度m;S工作面循环进度m;R煤的密视度t/m3;h工作面平均煤厚m;C回采率%;2、服务年限20.5个月。第三节 设备配置工作面设备配备具体见表工作面设备配备表 表2-2-7序号设备名称规格型号单位数量运输能力备注1煤电钻MZ-12台31台备用2液压支柱DW18-100/80XDW16-100/63XDW14-100/63X根500200100备用量不少于20%(已包括)3磁力开关QBZ80台24沼气传感器04%台35沼气检测报警仪AZJ-2000台42台备用6煤钻综保装置KZB4台27局部通风机25.5KW台28灭火器干粉台49乳化液泵DW R4020台21台备用10矿用橡套电缆MY350+116m80011矿用橡套电缆MY325+110m90012矿用橡套电缆350+116m70013矿用橡套电缆325+110m35014蓄电池机车CDXT-2.5台21台备用从上表得知所选设备能够满足工作面安全生产的需要,故设备选型合理。第三章 顶 板 控 制顶板管理方法及参数 第一节 顶板支护设计一、采煤工作面的支护设计:顶板管理方法及参数: 顶板管理方法及参数见表 表3-1-8序号项目单位方法及参数1顶板管理方法垮落法2选择依据类顶板3初次来压步距m10-184周期来压步距m8-155操作方式邻架操作6掺柱步距m0.87最大控顶距m4.38最小控顶距m2.7二、采场支护(一)采场支护形式1、工作面支护:采用单体液压支柱支护,支护形式为一柱一挑,矩形布置,柱距为0.8m,排距为0.8m。顶板破碎时采用单体配铰接梁支护,梁背用木料背顶接实。支柱要求横成行、竖成排;为便于人员操作和行走安全,工作面设置挡板,挡板分为脚踏板和挡砂板,脚踏板按照每排支柱均布置的方式,高度不小于0.2m;挡砂板按照每隔4排支柱布置一处挡板的方式(布置位置等详见附图)。2、采空区处理:工作面采空区处理采用垮落法管理顶板。在采空区每隔5.6m采用走向密集木支柱(倾角较大时采用双排走向密集支护,两排间距为0.5m)挡矸,走向密集木支柱(延长到控顶范围内1-2排)柱距控制在0.2m以下;为防止底板下滑,必须打设柱窝,深度不小于0.05m;走向木密集支柱上铺设木板和竹芭片,其芭片搭接长度不少于0.2m,保证密集牢固可靠。每段密集支柱上均由采空区垮落矸石充填(当采空区矸石无法自然垮落时,采用强制放顶充填采空区,炮眼布置距工作面切顶线以外0.2m处,眼距1m,眼深1.5m,装药量为0.6kg);每两段密集木支柱之间的采空区垮落后其矸石应填充满采空区,若矸石量不够,其剩余空间距上排密集木支柱的距离不得超过2m,否则,应缩小密集支柱的间距以达到要求为准。3、纵向切顶(挡矸)密集布置方式工作面沿俯伪倾斜方向设切顶(挡矸)密集(在纵向密集靠采空区侧0.5m的范围内,加设纵向木密集加挡板的方式,以起到回柱保护和缓解采空区窜矸作用),密集支柱为每相邻两根末排基本支柱间增设2根单体液压支柱,密集必须牢实可靠并掺打规范,在掺新密集支柱时,每隔5m留设一安全出口,此安全出口0.8m,安全出口必须能使人员顺利地通过新的密集支柱,等回完柱后把安全出口支柱补齐。密集支柱柱距200-250mm,密集上用排柴、笆折背牢背实, 笆折搭接长度不小于200mm(详见工作面布置图);为防止窜矸,纵向密集背后必须有一定的矸石堆积。4、工作面掘超前超前眼、回风眼(采用局部通风机供风)断面规格为:宽2.0m,高1.2m,采用木支柱支护(用木支柱靠帮打设支柱支护,并用芭片背实),柱距0.8m,搭接长度不小于200mm;溜煤顺槽断面规格为:宽2.0m,高1.2m;采用单体液压支柱紧贴煤帮支护,并用芭片背实,柱距0.8m;超前台阶上帮也打设贴帮支柱,并用芭片背实,芭片搭接长度不小于200mm,超前台阶内采用单体支柱支护,并必须架设木垛进行加强支护,木垛沿走向长2m,倾斜长5m布置。5、工作面两巷支护:采前上巷为锚杆支护,下巷为石碹支护。采后上巷采用工字钢架料支护,料距0.8m,超前支护距离不小于20m,下巷采用石碹维护支护。6、工作面备用支护材料:包括支拄、挑板、挡板、溜煤板、木料等置于上巷安全处,堆码整齐。备用数量为工作面使用数量的20%。7、自做风巷:工作面上部在护巷煤柱下侧沿煤壁自作风巷回风。自作风巷净宽2.0m,高1.2m;采用单体液压支柱双排支护(一排紧贴煤帮打设,并用芭片背实,搭接长度不小于200mm),柱、排距0.8m。自做风巷沿采空区侧采用走向密集木垛加强支护,木垛间距1500mm,并随工作面推进而推进,跟拢采面密柱。8、在作业过程中,如遇断层,在施工过程中应根据实际情况补充安全技术措施:采取支柱柱距加密、掺打丛柱或增打点柱支护。严格通风瓦斯管理,防止冒高处集聚瓦斯,严禁瓦斯超限作业。边回采边观察地质构造带煤层顶、底板的变化情况。根据顶、底板情况,在掺打支柱不能保证安全回采的情况下可留设煤墩后在开采。(二)支护强度、密度、柱距计算:1、P=m/(KP-1)R式中:P:回采工作面支护强度,t/;:增载系数,取1.5;m:回采工作面采高,取1.2;KP:顶板岩石碎胀系数,取1.4;R:顶板岩石容重,取2.5t/m3;经计算得:P=1.51.2/(1.4-1)2.5=11.25(t/)2、G=P/(F)式中:G:回采工作面支柱密度,根/m2;P:回采工作面所需支护强度,取11.25t/;F:支柱额定工作阻力,取30t/根;:支柱工作阻力实际利用系数,取0.40;经计算:G=11.25/250.40=1.13根/3、b=N/GRb:回采工作面支柱柱距,m;N:回采工作面支柱排数,取6;G:回采工作面支护密度,根/;R:回采工作面最大控顶距,取4.3m;经计算:b=6/1.134.3=1.24m结论:根据实际情况b取0.8m,符合要求。三、支护设备、材料选型及有关数量(包括备用数量):1、单体液压支柱:DW16-100/63X,200根;DW14-100/63X,100根;DW18-500/80X,500根;2、木支柱:长度为采高高度、柱径大于100mm,100根。四、支护设备配套设备选型及有关要求:1、工作面主要配置DWR40/20型乳化液泵设备,安装在+200SK8回风巷中部车场,其余设备随工作面的推进度而进行位置调整。2、乳化泵司机必须经专门的技术培训方可上岗。在启动乳化泵前应先检查设备是否完好,泵与电动机的对正情况,润滑油位是否在油标中间、柱塞腔的滴油腔是否有足量的润滑油,电动机转向应与指示标牌箭头标记一致,压力不低于18Mpa,在温升正常、无泄漏、无抖动等情况下方可使用。3、必须加强设备的日常维护保养,定期检查,防止设备带“病”运行,并由专人负责挂牌管理。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式:正常工作顶板支护为柱距0.8m,排距0.8m。二、正常工作时期顶板特殊支护方式:正常工作时期顶板特殊支护为密柱。三、回柱放顶:1、先支后回,由下而上,由外往里进行;2、回柱地点以上5m与回柱无关人员员禁止滞留,回柱点以下的工作面内严禁有人;3、放顶人员必须站在支架完整可靠,无崩柱伤人的安全地点工作;4、回柱放顶前,必须对放顶的安全工作进行全面检查,清理好退路;在不能保证安全时,应掺打木支柱进行替换后在回柱;5、回柱放顶时,必须指定有经验的人员观察顶板;6、回柱后顶板不垮落、悬顶距离超过规定时,必须停止采煤,采取人工强制放顶。在密集支柱侧按要求钻孔爆破(前面已介绍),破坏大悬顶的完整,达到直接顶垮落的目的;四、平行作业的安全距离及有关要求:工作面倾角大,工作面严禁各工序(打眼爆破、攉煤打柱、回柱放顶)平行作业。五、特殊时期的顶板控制:(一)、工作面初采及初次来压的顶板控制:1、进行矿压观察,掌握矿压活动规律;2、工作面在初采时和工作面初次来压时,加强工作面排柱距管理,在压力较大的地段必须加设点柱,经常检查工作面支柱是否有卸压的情况,每班工作前,要逐根支柱加液压,保证支柱的初撑力;3、加强支护,提高支护质量,使支架具有“整体性”、“稳定性”、“坚固性”;4、采取小进度多循环作业方式,加快工作面推进度,以保持煤壁的完整性;(二)、过断层及顶板破碎时的顶板控制:1、断层采用打超前炮的方式破断层顶板或底板,打眼个数、眼深、装药量根据现场情况而定,严禁打深眼和大药量爆破,严禁放糊炮;2、破断层的顶、底板必须清理干净。断层上、下盘端面掺打两排丛柱以加强支护,并加挑板,且视现场情况掺打好安全点柱或掺打丛柱,上、下盘掺打密柱;3、采用液压支柱配合铰接顶梁等支护冒盔、涧槽构造;4、采用丛柱加挑板支护岩烂处,丛柱数量根据顶板破碎情况确定;(三)应力集中区的顶板控制:采用丛柱或一梁三柱加强支护;必要时可架设木垛加强支护。(四)工作面末采的顶板控制:1、缩小支柱柱距、排距加强支护;2、根据工作面部位增设抬棚加强支护;3、工作面回采要结束时,在结束前,采煤队要提前准备好工作面所需用的支护材料。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板支护一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制:(一)工作面运输巷、回风巷超前支护:上巷超前支护距离不小于20m;下巷超前不低于20m,支柱架距为0.8m;若顶板破碎时可适当缩小架距至0.6m。(二)工作面运输巷、回风巷加强支护:上巷采用11#工字钢架料加强支护,超前支护距离不小于20m;下巷采用石碹维护加强支护,超前不低于20m。二、工作面的支护管理:(一)、支柱必须打在实底上,且迎山有劲。柱窝深度不小于50mm,迎山角为35;(二)、支柱柱排距要一至,且成排成行;(三)与其它工序间的衔接关系:1、上下安全出口丛柱由打柱工负责打设;2、上巷自作风巷支柱由回柱工负责掺打;三、支护材料的使用数量和存放管理:1、液压支柱、挑板、顶梁、木料等备用数量为工作面使用数量的20;2、支护材料分类分层整齐堆放于上巷安全位置,并挂牌登记管理。附图3-1-5:工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图(平、剖面图)。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式:运煤设备及装载方式:工作面采用自溜到+130SK8运输巷装入1t”U”型矿车内,采用CDXT-2.5t电机车运输至+130车场翻笼翻卸到128采区溜煤上山,再用刮板运输机输送进入+60SK8煤仓,经+60NK8运输巷2.5t电机车运往+60水平车场,再经主斜井提升至地面。二、运煤路线:+130SK8运输巷128采区溜煤上山+60NK8运输巷主井下车场(绞车提升)主井上车场地面煤仓。三、辅助运输路线:地面主斜井+60NK8运输大巷128采区提升上山+130SK8运输巷+130SK8边界回风上山+200SK8回风巷附图4-1-6:运输、防尘系统示意图。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统:(一)风量计算:1.工作面风量配备(1)按回采工作面温度计算当回采工作面的温度t=21时,查回采工作面空气温度与风速对照表可知风速v=1.5m/s,则回采面的风量为:Q采=60VS采=601.55.16=464.4m3/min 式中S采工作面最大断面,取5.16m2;(2)按工作时最多人数计算Q人=4N=415=60(m3/min)式中N工作面同时工作最多的人数,取15人;(3)按工作面一次炸药消耗量计算Q采=25A=256=150m3/min(4)按工作面瓦斯涌出量计算Q采=100Q瓦K瓦=1000.351.2=42m3/min式中:Q采采煤工作面需要风量,m3/min;Q瓦采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min,取0.35K瓦采煤工作面瓦斯绝对涌出量不均匀的备用风量系数,取1.22、风速验算Q采600.25S采=63m3/minQ采604S采=1008m3/min式中:S采工作面通风时空间,取5.16m2;经验算,工作面风速在0.25-4(m/s)之间,符合规定。通过以上计算,由通风科核定,+130SK8采面配风量不小于465m3/min。3、工作面通风方式+130SK8采面面通风方式为“Z”型通风。二、瓦斯防治:工作面冒顶和上隅角、容易发生瓦斯积聚的瓦斯防治和处理方法:1、安瓦员和班组长必须加强对回采工作面上隅角,顶板冒落的空洞内的通风和瓦斯检查;若发现瓦斯超限时,采取构筑风帐、风墙等引风设施对冒顶区和工作面上隅角进行通风;2、局部瓦斯积聚超限时,按照排放瓦斯管理制度及时处理;三、综合防尘系统(一)防尘管路系统:地面静压水池(4寸)主斜井+60NK8运输巷(2寸)+130SK8运输巷、+200SK8回风巷各用水点。(二)综合防尘措施:1、佩戴好个人劳保用品。2、溜煤眼放煤点前后20m范围的巷道,必须每天冲洗一次煤尘;上、下两巷距离上、下出口各50m范围内的巷道,必须每10天冲洗一次煤尘;进风巷必须每月冲洗一次煤尘。若有煤尘堆积,必须随时冲洗。3、工作面溜煤眼口坚持使用喷雾洒水防尘。(三)喷雾和洒水防尘点的设置及有关要求:1、该工作面运输巷(回风巷)靠巷道下帮安设一趟2寸防尘水管,在运输巷溜煤嘴巷道以内安设1组防尘喷雾装置,回风巷道内回风侧安设2组防尘喷雾装置(工作面回风眼外1015m处、回风巷尾部50m处)。在防尘水管上每隔100m安设一个三通,用于冲洗巷道粉尘及消防。2、维护使用要求:工作面生产作业期间,各防尘喷雾装置必须全部投入使用,打开喷雾防尘。现场人员必须保护保养好防尘喷雾装置,发现设施装置失效或损坏必须及时维修更换。严禁设施关闭不用或有意损坏设施装置。(四)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施:在进风巷和回风巷距工作面60m、回风巷尾部50m位置各安一组隔爆水槽。四、防止煤层自然发火技术措施:(一)综合防灭火措施:在进风巷、回风巷上、下出口以北50m处各配2台灭火器。在进风巷、回风巷内距工作面50m处设消防三通,并配备满足工作面长度的消防水带。(二)防灭火要求:1、防灭火设施安装:灭火器安装由采掘区队负责;消防三通阀安装由机电队负责。2、灭火器使用管理规定:按要求配备数量并安设在醒目、安全位置。每周必须不少于一次检查灭火器使用性能,发现灭火器性能失效,必须及时到库房领起更换。3、灭火器使用要求:作业人员必须熟悉灭火器材的使用方法和工作区域内灭火器材的存放地点。五、监控系统:1、工作面回风T3探头距工作面回风巷尾部(+200SK8回风巷八字口以北10m15m);工作面探头T2距工作面回风侧(+130SK8采面上安全出口)10m位置;工作面进风(串风)探头T1距工作面进风侧(+130SK8采面下安全出口)10m位置;工作面上隅角使用便携仪监控。2.回风巷瓦斯探头T3报警浓度1.0%,断电浓度1.0%,复电浓度1.0%,断电范围:工作面、回风巷一切动力电源;工作面瓦斯探头T2报警浓度1.0%,断电浓度1.5%,复电浓度1.0%,断电范围:工作面及其进、回风巷一切动力电源;工作面进风瓦斯探头T1报警浓度0.5%,断电浓度0.5%,复电浓度0.5%,断电范围:工作面及其进、回风巷一切动力电源。3.断电方式:自动断电。4.复电方式:人工复电。附图4-2-7:通风、监控、通信系统图;第三节 排 水一、采煤工作面最大涌水量。正常情况下:涌水+130SK8运输巷+60SK8运输巷水沟+60水泵房出地面。特殊情况下:制定针对性的排水措施。第四节 供 电供电设计。(一)选择电压等级、供电方式、防爆设备的选型:1、电压等级及负荷:电压等级主要为660V、127V;供电负荷50Kw。2、供电方式:局扇变压器KBSG-100/6由+60中央变电所供电。动力变压器KS9-200/6由+60南变电所供电。(二)进行电气保护整定计算:1、1#开关整定:(1)、过流保护整定:z1=e=2.72+6.42+2.72=23.6A将电流流调整开关拔到最近的一挡整定,z1=24A。(2)、短路保护动作值整定:z2=8e=824=192A。(3)、校验灵敏度系数:L1=750m,d1=764A,d1/z2=764/192=3.981.5,满足灵敏度要求。2、2#开关整定:(1)、过流保护整定:z1=e=2.72=5.4A,取z1=8A。(2)、短路保护动作值整定:z2=8e=88=64A。(3)、校验灵敏度系数:L2=750+7801.37=1828.6m,查表得d2=368A。d2/z2=368/64=5.751.5,满足灵敏度要求。3、3#开关整定:(1)、过流保护整定:z1=e=2.72=5.4A,取z1=8A。(2)、短路保护动作值整定:z2=8e=88=64A。(3)、校验灵敏度系数:L2=750+7801.37+1011.97=1948m,查表得d2=351A。d3/z2=351/64=5.481.5,满足灵敏度要求。4、4#开关整定:(1)、短路保护动作值整定:z1=Qee=636+28+20+28=292A将馈电开关电流整定调整到400A,z1=400A。(2)、校验灵敏度系数:L4=700m,d4=924A,d4/z2=924/400=2.311.5,满足灵敏度要求。5、5#开关整定:(1)、过流保护整定:z5=e=32.1A,取z5=38A。(2)、短路保护动作值整定:z2=8e=838=304A。(3)、校验灵敏度系数:L5=750+5501.37=1453.5m,查表得d5=486A。d5/z2=486/304=1.601.5,满足灵敏度要求。6、6#开关整定:(1)、过流保护整定:z6=e=32.1A,取z6=36A。(2)、短路保护动作值整定:z2=8e=836=288A。(3)、校验灵敏度系数:L6=750+5501.37+1011.97=1573m,查表得d6=471A。d6/z2=471/288=1.641.5,满足灵敏度要求。 供电设备和使用设备表 表4-1-9序号设备名称型号数量额定功率电压等级用途备注1乳化液泵DWR40/20130千瓦660V液压支柱2综保KZB-424KVA660V煤电钻供电电缆表 表4-2-10序号电缆名称型号长度(m)电压等级用途备注1橡套电缆350+116800660V局扇2橡套电缆325+110900660V局扇3橡套电缆350+116700660V动力4橡套电缆325+110350660V动力附图4-3-8:供电系统示意图。第五节 通信在+130SK8采面上下安全出口处各安装一台矿用防爆电话直通矿调度室。第五章 劳动组织及主要技术经济指标第一节 劳动组织作业方式:两班采煤作业,一班回柱,采煤每班定员12人,回柱班定员5人。详见劳动组织表。(附劳动组织图表)。表5-1-11序号工种班次在册人数出勤人数备注合计1队长1122班长11133打眼工3364放炮工1125攉煤工4486打柱工2247回柱工448运输工2249安瓦员111310合计1515636第二节 循环作业循环方式:工作面循环方式为“两采一准”、“三八制”作业,循环进度1.6m,日推进度为1.6m,正规循环率90,月推进度43m,正规循环作业见下图表:附图5-1-9:正规循环作业图第三节 主要技术经济指标主要技术经济指标表表5-2-12序 号项 目单 位指 标备 注1工作面走向长度m8802工作面倾斜长度m753煤层厚度m1.24煤炭容重t/m31355工作面煤炭储量万t926646平均采高m127煤层生产能力t/m20.658循环进度m1.69循环产量t18410月进度m4311日产量t18412月产量t496813月循环数(循环率)个(%)27(90)14工作面可采期月16.315在册人数人3816出勤人数人3517出勤率%9518回采工效t/工6.319煤层牌号K820含矸率%321灰分%27第六章 煤 质 管 理第一节 安全质量标准一、安全管理(一)各特殊工种必须持证上岗。(二)各种安全设施完好可靠,并符合相关规定。(三)采面必须备足所需各种支护材料。(四)安全管理标准见表安全管理标准 表6-1-13序号项目标准要求1特殊工种持证上岗2工作面安全设施、设备设施齐全、完好、可靠,无失爆、保护齐全可靠。3支护材料备用量必须符合作业规程的规定。4通风管理通风系统、风量、风速符合规程规定,瓦斯监控、监测系统能正常运行。5放炮管理放炮距离、警戒设置符合规定,放炮线敷设符合规定,严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制。二、文明生产(一)文明生产实行区域定人负责制。(二)材料、设备的堆码标准按矿有关规定执行,按堆码责任人负责制。(三)各运煤转载点10m范围内由当班装运工负责清扫。(四)定期冲洗巷道粉尘。(五)文明生产标准见表文明生产标准 表6-2-14序号项目标准要求1管、缆、线悬挂置放美观,不漏风漏水,粉尘5m长度内厚度不超过2mm。2巷道整洁无浮渣、杂物、淤泥等50.1无积水。3材料设备分类分层整齐堆放,挂牌管理,帐卡相符。4图牌板数量、内容齐全、图文清晰。三、工程质量(一)每班由值班队长负责质量检查、督促、验收。(二)严格执行队质量管理奖惩制度。(三)工作面保证“三直一平两畅通”,支柱柱、排距符合作业规程要求,凡不符合要求当班现场整改合格。第二节 煤质管理措施一、加强工作面顶板管理,及时支护,严格工程质量管理,防止顶板垮塌,在生产过程中,全体操作人员必须严格遵守生产现场原煤“三选”质量管理制度。二、工作面刨放煤时,要及时捡出溜槽中的矸石。清收底煤时,严禁将矸石混到煤炭中倒入溜煤眼内。三、加强工作面浮煤回收,合理洒水。四、合理布置炮眼,减少装药量,采用振动性放炮,以便煤、矸分选。五、放炮前要挡好溜煤眼上口,防止放炮时矸石滚入楼眼。六、攉煤工加强选矸工作,大块矸石和细砂必须选出充填采空区,装煤工在放煤时遇有大块矸石也必须选出,严禁长度、宽度、厚度大于50mm的矸石严禁装进矿车。第七章 安全技术措施第一节 一般规定一、严格规程措施的贯彻实施,所有施工人员必须学习本规程,并经考试合格后方可上岗。加强队干及安监员现场跟班,严格执行班前会制度,交接班制度,一班三汇报制度,质量安全动态检查班评估制度,材料跟踪管理制度及机电设备维修保养制度。二、严格执行安全学习制度,敲帮问顶制度,巷道维修制度,瓦斯、煤尘管理制度,放炮管理制度及机电设备安全运行管理制度。三、所有材料堆码整齐,管线吊挂整齐,巷道无流砂杂物,无淤泥积水。四、严格按规定路线进、出班,严禁进入其它巷道。五、每班必须由专职值班队干和安全瓦斯检查员负责现场安全生产管理和瓦斯检查,并定期向调度室汇报现场情况和瓦斯浓度及不安全隐患的处理情况。六、所有技术工种、各种司机、放炮员都必须经过业务培训,并持证上岗。七、工作面遇地质构造带、水害等,另行编制专门措施。第二节 顶 板(一)一般规定1严格执行敲帮问顶制度,各工种人员进入工作地点工作前或工作进行中,必须首先选好退路,清除路障,进行敲帮问顶,处理好顶帮安全才准作业。2工作面打设戴帽点柱,下有柱窝,柱窝深度不小于50mm,所有支柱必须迎山有力,迎山角度为35,所有支护必须接顶严实。(二)工作面顶板管理1、加强液压支柱的维护检修工作,保证完好率100。2、严格执行煤矿安全规程的有关回采和顶板控制的第4856、61条规定。3、严格执行敲帮问顶制度,刁尽所有浮岩活石,按规定进行支护,开工前,值班队长、班组长、安全瓦斯检查员必须对工作面、运输巷、回风巷的安全情况进行全面检查,确认无危险后,方准人员进入工作面及相关地点。4、严格按照支护布置图进行支护,支护质量必须符合要求。支柱采用DW16-100/63X、DW14-100/63X、DW18-100/80X型液压支柱,辅助材料:挑板:500250100mm。5、工作面控顶距:最小为2.7m,最大为4.3m。6、支护质量要求:支柱掺打在实底上,且迎山有劲。支拄柱排距要一致,且成排成行,严格执行“三直一平”两畅通。每班必须严格支护质量管理,加强支护质量检查,如失效、不合格支护必须立即补打。7、加强作业过程中的顶板管理;放炮落煤时,炮眼深度控制在1.2m内,炮眼间距0.8m,装药量0.4,放炮顺序从下往上进行,每组515个炮,每次放炮后从上往下补打被炮冲倒支柱、处理顶板危岩。严禁一次性爆破或悬吊危岩作业,严禁留设伞檐;任何情况下都必须在支护完好处作业,严禁空顶作业,空顶面积达0.8m2或有危岩时,均必须及时掺打点柱;检查安全时必须从上往下进行,两人一组,一人监护和指挥,一人作业。处理危岩时,操作人员必须在支护完好的地点进行,下方严禁有人做其他工作。8、加强柱间顶板管理;每班不定期进行检查,经常敲帮问顶,确定顶板的危险状况,必要时加密支柱或架木垛加强支护,防止“漏挡”岩石垮塌伤人。9、加强工作面超高顶板管理;工作面顶板破碎或切顶垮塌超高时,采取一梁三柱支护;工作面支柱必须全部使用挑板;人行道排支柱根据需要掺成丛柱。10、加强工作面较薄段顶板管理;工作面出地质现构造或煤层薄化带,但工作面最小高度必须保证1m以上;严禁破坏顶板,只能采用卧底方法保证1m采高;支柱必须挖柱窝,见实底,严禁掺打在软底上。11、加强地质构造带顶板管理;采用支柱配铰接顶梁等支护冒盔、涧槽构造;采用丛柱加挑板支护岩烂处;工作面过地质构造带时根据实际情况另行制订补充安全技术措施。12、支柱管理:(1)、支柱时要两人配合作业,首先量好柱、排距,然后抓起支柱手把用注液枪注液冲洗阀嘴。冲洗完后,注液枪插入阀嘴升柱。支柱升紧前,要调整支柱角度,确保支柱迎山有力接顶紧实。(2)、注液枪用完后,应挂在支柱手把上,禁止将注液枪抛在底板上或用注液枪砸三用阀,防止注液枪管缠绕打结或被煤岩埋住,禁止使用漏液或失效支柱。(3)、升柱时,操作人员抓支柱手把只能掌心向上,防止升柱抵压顶板掉矸砸伤手背。升柱上挑板时,只能用手指撑住挑板下方,防止升柱到顶手来不及放回抵压手掌。严禁升柱过程中用手抓支柱顶部或手握挑板上方。(4)、支柱必须达到初撑阻力,才能停止注液。13、回柱放顶措施:(1)、施工队根据施工组织情况采用“四六”控顶或“四五”控顶,即(“见六回二”或“见五回一”,本规程按“见六回二”编制)放顶步距1.6m,回柱时不能掺、回平行作业。回柱期间停止其它作业。(2)、工作面采煤、打柱结束后,立即打密柱(包括密集木支柱),最后回柱。(3)、打密柱时,由下往上进行,超前打新密集柱,而后回旧密集柱,新密集支柱必须超前于旧密柱回撤点5m。(4)回柱放顶前,备齐安全操作工具,上、下方掺好护身点柱,并且相互配合好和通知就近人员。回柱放顶时发现顶板断裂、离层、下沉,必须根据现场情况掺点柱、丛柱等加以有效控制。(5)、回柱采取从下往上进行。回柱必须两人一组,一人负责安全,一人回柱。回柱前必须敲帮问顶刁尽浮岩,找好安全退路。若岩烂时必须补打替换支柱保证回柱工安全和回净所有液压支柱。(6)、回柱时,先将回柱器挂在回柱地点上方安全牢实的支柱上,然后回柱人员站在回柱点上方远距离卸压,待顶板

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