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文档简介
富源县 富 村 镇 大凹子 煤矿 主斜 井采煤作业规程采煤工作面名称: 120701工作面 编 制 人: 史 泽 应 区队长(井长): 胡常路 杨柱权 董 辉 施 工 单 位: 主采二队 批 准 人: 董 影 编 制 日 期: 2011 年 03 月 02 日 执 行 日 期: 年 月 日 煤炭分局审批意见煤炭分局挂矿人员审批意见:煤炭分局审批意见:煤矿会审意见该作业规程通过矿委会初审,煤矿安全办公会议讨论,形成如下意见:1、该作业规程具可操作性。涉及内容齐全,但部分地方仍需进一步完善。2、在具体组织施工过程中,煤矿各生产部门应紧密协作,相互配合,确保按作业规程进行施工。3、煤矿安全监管部门必须加强监管,确保工程质量及采煤安全。同意该作业规程上报审批,望上级行业部门给予审批为盼!富村镇大凹子煤矿二一一年三月十日会审单位及人员签字:安全科: 年 月 日生产科: 年 月 日通风科: 年 月 日技术科: 年 月 日机电运输科: 年 月 日总工程师: 年 月 日矿 长: 年 月 日注:会审单位可根据本矿生产技术安全管理部门设置决定。作业规程学习和考试记录负责人: 传达人: 班次:贯彻时间听传达人贯彻时间听传达人年月日姓 名成绩签字年月日姓 名成绩签字作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间参加复查人员签字一、存在主要问题:二、处理意见第一章 概况第一节 工作面(点)位置及井上下关系工作面(点)位置及井上下关系表水平名称一水平采区名称西二采区地面标高1420井下标高1348-1385地面相对位置该工作面处于西二采区,蚂蝗田和李家山之下。回采对地面设施的影响 120701工作面位于蚂蝗田和李家山下,地面无建筑物等重要设施,但有针叶林和部分耕地,回采过程中,对泄水平硐进风巷必须留足保安煤柱加以保护。工作面回采后,地面部分地点出现塌陷、裂隙,必须组织人员及时进行填充。井下位置及相邻关系工作面相对位置于蚂蝗田和李家山之下,井下运输水平标高1324米,工作面回风巷标高1385米,走向长度(m)170倾斜长度(m)40面积()68001、120701工作面位于矿井西二采区,工作面所处位置水平1348-1385米标高,工作面走向长度170米,倾斜长度40米,斜面积6800平方米。1380上部水平距离地表较薄,边角煤采用穿巷式回采。该段由于受地质构造影响,煤层走向、倾向变化大,回采对其它煤层无影响。2、工作面由西向东推进140米后,上部有泄水平硐进风巷,必须留设煤柱加以保护,进行工作面搬迁,重新从东部开切眼安装工作面,回采时,至停采位置停止回采,以免因超出停采线造成泄水平硐破坏,地面最高标高1420米,最低标高1400米。3、工作面与地面相对高差40米,回采对地面将产生较大影响,地表塌陷范围大,回采过程中,必须加强地表塌陷区的管理,及时安排人员进行填充。 注:1工作面的位置:说明工作面所处的水平、采区,在采区中的具体位置、相邻关系、井下标高(最高、最低)以及几何尺寸(走向长度、倾向长度、面积);2地面相对位置:说明工作面周边(含停采线)在地面相对位置、地面标高(最高、最低);3回采对地面的影响:说明工作面的回采对地面设施可能造成的影响,包括地面塌陷区范围、塌陷程度预计以及对地面建筑物和其它设施的影响;4说明工作面相邻的采动情况及影响范围。第二节 煤层赋层煤层情况表煤层厚度2.5煤层结构单一煤层倾角61开采煤层C7煤种瘦煤稳定程度一般煤层情况描述C7煤层:位于宣威组第三段下部,上距C6煤层底板32m左右。煤层层位稳定, 煤层厚度1.982.89m,平均厚度2.49m,全区可采,属稳定型中厚煤层。煤层为光亮型煤,夹2层厚0.010.08m的夹矸,均为棕色高岭石粘土岩,代表性结构0.40(0.03)0.60(0.01)1.40m,顶板为薄至中厚层状粉砂质泥岩,底板为粉砂质泥岩夹菱铁岩薄层。煤层顶底板情况表顶、底板名称岩石名称厚度特征基本顶泥质粉沙岩26m 不稳定,随采动影响发生跨落。直接顶“排骨状”粉沙岩夹泥质页岩互层5-7m伪顶泥质页岩0.3-0.5m直接底泥岩2-3m 遇水易发生膨胀,造成巷道底鼓,变形,片帮,维护难度大。老底粉沙质泥岩15-25 m 煤层综合柱状图粉沙质泥岩与菱铁岩互层35.0013115.4080.40122.44煤70.40-粉沙岩77.9611.2511煤0.66-6101.8066.7164.913.109煤580.4061.81注:绘制工作面地层综合柱状图,能够反映出直接底、老底以及不低于8倍采高的煤层顶板的岩性、厚度、间距等。第三节 地质构造和水文断层情况表断层名称走向倾向倾角性质落差对回采的影响F4断层1708065逆断层15-25米该断层在西而采区对M9、M7、M13煤影响较大,煤层折曲多,时厚时薄。一、涌水量预计该工作面正常涌水量为0.3 m/min, 最大涌水量为0.8m/min.二、含水层(顶部或底部)分析1、本煤层直接顶底板为弱含水性,地表无塌坑,一般无水,地表水对井下回采无影响。2、本块回采主要水患为1380水平以上原开采小井,回采过程中主要加强地表塌陷区积水管理,及时填充地表塌陷区,防止塌陷区域积水。注:1、褶曲:说明褶曲的产状、在工作面中的具体位置以及对回采的影响;2、其他因素:说明馅落柱、火成岩等其他因素对回采的影响;3、比例绘制工作面运输顺槽、轨道顺槽、切眼描述图;4、含水层的分析:说明对回采有影响的含水层厚度、涌水量、涌水形式、补给关系以及对回采的影响;5其它水源的分析:说明老空水、地表水、注浆水以及钻孔和构造导水等情况的分析以及对回采的影响情况;6、工作面涌水量、最大涌水量。第四节 影响回采的其它因素影响回采的基地地质情况表瓦斯相对瓦斯涌出量21.77m/t ,绝对涌出量2.07m/min CH4煤层爆炸指数有煤尘爆炸威胁性煤的自然倾向性无煤层自燃倾向性地温危害无冲击地压危害无冲击地压威胁和应力集中区建议:1、本煤层属厚急倾向煤层,回采前应根据煤层厚度和倾角合理进行支架选择,提高工作效能和资源回收率。2、本块煤层赋存条件特殊,倾角大,煤厚,顶底板不稳定,回采中应加强顶板管理。3、本工作面距离地表较近,瓦斯涌出量相对较小,工作面上隅角为瓦斯管理重点。4、加强水文地质观察,严格执行防治水措施。注:1、参考矿井和相邻采掘工作面的瓦斯、二氧化碳涌出情况,确定本工作面的瓦斯、二氧化碳等级以及相对、绝对涌出量;2根据签定机构提供的签定数据,确定工作面煤尘爆炸指数;3、根据签定机构提供的签定数据,确定工作面煤层的自然倾向性;参考相邻采煤工作面的煤自然情况确定自然发火期;4、参考矿井和相邻采掘工作面的地温等情况,分析地温对回采的影响;5、冲击地压和应力集中区:描述本矿井、本采区、相邻、工作面的冲击地压、应力集中区情况以及对回采的影响。第五节 储量及服务年限一、储量该工作面走向长度170m ,倾斜长40m,煤层平均厚度2.5m,煤层密度1.35 t/m,可采储量为23000吨,本工作面采用掩护支架回采,回采率参考值取90%,回采煤量20700吨。二、工作面服务时间170/1.2*30=4.72个月注:计算工作面的工业储量,根据规定的回采率计算可采储量。应用下列公式进行工作面服务年限(以月为单位)的计算。(1)工作面的服务年限=可采推进长度/设计月推进长度;(2)工作面的服务年限=可采储量/设计月产量第二章 采煤方法第一节 巷道的布置运输顺槽:层位:M7,支护形式:梯形木支护,净断面4.2m,棚距0.30m。回风顺:层位:M7,支护形式:梯形木支护,净断面4.2m,棚距0.30m。切眼:层位:M7,支护形式:梯形坑木棚,净断面4.2m,棚距0.33m。回采方向:由西向东注:1、采区巷道布置:说明采区巷道布置概括、服务巷道位置和设施情况。2、工作面轨道顺槽、运输顺槽、切眼:说明断面及支护方式、巷道位置、巷道用途。3、其他巷道(联络巷、溜煤眼、硐室):说明断面及支护方式、巷道位置、巷道用途。4、开采急倾斜煤层时,需要对区段平巷、溜煤眼;行人眼;运料眼以及联络平巷等分别进行描述。5、采用尾巷排放工作面瓦斯时,说明尾巷的位置、断面、支护方式等。6、按比例绘制工作面及巷道布置平面图,能够反映出井上下对照情况、构造情况、工作面周边的巷道、工120701工作面总体布置示意图A-AB-B采空区C-CD-D加强支护中撑顶撑1348机运巷1385回风巷溜煤小眼切 眼AABBCCDD行人眼加强支护第二节 采煤工艺一、采煤工艺本工作面采用急倾斜煤层走向长壁式采煤法,柔性掩护支架支撑顶板,工作面配合ZFQ3600/16/28型液压支柱支撑掩护支架,风镐落煤,工作面安装搪瓷溜槽煤炭自溜至机运巷,刮板输送机运送至煤眼,运输巷装载点装车。工作面机运巷与运输大巷用溜煤眼联系。二、支架的结构、组成、宽度1、支架的结构。多边形掩护支架。2、支架的组成。支架组成材料名称规格单位每米用量矿用11号工字钢1.82.4m65.1U形卡1号170120(1820)mm副142号324120(1820)mm副143号370100(1820)mm副144号412120(1820)mm副28夹板2206014个70钢丝绳20m根5螺帽1820个140三、工作面安全出口及两巷管理要求1、安全出口范围、高度的规定。工作面上、下出口断面要符合规定,并保持畅通无阻、支护棚正规,工作面上下出口向外20m范围内巷道高度不得低于1.6m.2、安全出口支护管理的规定(1)工作面回风、机运巷巷煤壁向外20m 范围内必须加强支护,前10m范围使用双排单体支柱,后10m使用单排支柱,如有坏棚必须及时维修、改正。(2)安全出口必须安设专人进行维护,安全出口范围内无断梁折柱现象,支柱正规,无淤泥积水、无杂物费料堆积,保证足够的通风行人、运输断面。3、两巷管理要求(1)加强两巷管理,工作面回风、机运巷巷如有坏棚必须及时维护,保证通风、行人断面符合要求。(2)工作面回风、机运巷保持环境整洁,浮煤杂物及时清理干净,巷道内材料码放整齐,不得影响通风、行人。(3)回风、机运巷内风管、水管、电缆、监控线、电话线等要整齐吊挂在巷道两侧。(4)巷道内风水管路要接头严密,不漏风、漏水。四、扩巷方法及支护要求(1)根据现场需要,视工作面回风巷(开切眼)偏离煤层顶底板情况及摆设需要,由工作面回风巷(开切眼)起采渣时扩巷顶板或底板方向采,直到安装上掩护支架为准。(2)扩巷时高度一般不超1.8、宽度2.4 m,坑木进行支护,支护间距要求3架/米,手稿配合风镐落煤。五、支架的安装和管理(一)支架安装密度支架中对中0.25m,即每米安装4架。(二)支架安装技术规定1、支架结构和宽度必须严格按作业规程规定执行,如需改变,必须有经批准的支架规格图。2、摆架位置必须由技术人员现场给定,安架施工必须由下向上逐架进行。3、支架装好后,必须及时打上顶撑,顶撑打在煤层顶板侧,顶柱为1.5m单体液压支柱,顶柱走向距离1.5 m/根。4、支架下面用5根钢丝绳作为托绳,钢丝绳接头处搭接不少于3m,绳夹子不少于6个。5、支架紧跟顶板安装,沿煤层走向方向摆正,第一根支架安装要紧贴煤壁,脱架钢丝绳拉之使上劲,位置符合要求,卡子、螺帽要拧紧,支架与方木呈紧密排列。(三)支架内单体支柱规格要求1、支柱材料及规格:长度1.5m 。2、支柱技术规定(1)架内支柱单排,走向间距1.5m,支柱支设在顶板侧。(2)支柱支设必须牢固可靠,每根支柱必须拴设有牢固可靠的防倒绳。(3)支柱防倒绳应经常进行检查,发现磨损、损坏应及时进行更换。(四)地沟技术要求地沟卧在支架中间位置呈倒梯形,并始终超前架头5m,保持畅通无阻,地沟高不少于1.2m ,地沟上宽1.41.6m,下宽1.01.2m 。六、回棚放顶规定1、掩护支架架设好后,巷道内支护要及时回撤,回棚前,未回支架的下方必须支设牢固可靠的单体支柱。2、回撤巷道内支架时,不得与支设掩护支架同时进行作业。3、回撤支架使用葫芦进行,葫芦安设地点距回撤支架不大于10m,不小于8m,葫芦生根地点必须支架完好,且生根必须牢固可靠。4、使用葫芦回撤支架时不少于3人,其中1人为有经验人员现场施工。5、回撤的材料要及时运走,严禁滞留现场堵塞出口。七、支架下放方式、要求(一)支架初次下放当掩护支架安设至回风巷,且平段安设支架不少于5m后,整个支架方可进行初次下放。(二)架头、架尾管理1、架头处浮煤、杂物必须经常清理,确保断面符合要求。架头处巷道内支架正规可靠。2、架尾直接下放卡在留煤眼棚梁上,靠近架尾处使用手稿落煤。3、架子悬高处应及时支设顶柱管理好顶板,施工人员不得站在撑柱上,头和身子不得伸入悬高处。4、架尾向上5m范围内点柱必须穿木鞋。5、支架下放时,架头、架尾转角要平缓。6、架尾下放卡在溜煤小眼巷道棚梁上时要及时将原支护支架回撤掉。(三)工作面正常下放安全措施1、正常下放期间伪倾斜掩护支架工作面倾角应保持25-30,不得超过30,架子在顶底板方向的仰角保持超过煤层法线3-5。2、架尾与溜煤小眼交汇点向上10m 范围架子应保持25以内,为上方滑煤起缓冲作用。3、架子下放前要先卧地沟,上宽1.2-1.4m,一次卧地沟的距离不超过5m,卧地沟时走向每卧1m长,要及时打好临时顶柱,间距1.5 m顶板一排,架内所有支柱必须用结实的防倒绳与掩护支架钢梁栓牢在一起严防倒柱伤人,防倒绳每班由当班班长负责检查,确保其牢固结实安全可靠。4、操作人员的姿势,要始终保持前倾式,手稿要超过胸前,并能立即卧倒在地沟的最安全处,防止落架伤人。5、支架下放时仰角一致,伪倾斜度数一致,不留台阶,分段下放时相邻两点度数不超过5;支架正常下放,地沟布置在底板一侧,落煤后出煤时支设顶柱,使支架倾角控制在垂直顶底板略大于3-5左右,支架下放时,架头架尾转角平缓,着重管好架头架尾,严禁无计划出煤,无计划下放支架。6、支架下放要严格掌握和控制架子下放轨迹线。7、工作面所有顶柱每班必须加强检查,保证其支撑力符合要求。8、架内高度必须控制在1.6-1.8m高度范围内。(四)支架调整1、架子遇有局部悬空和下坠,必须及时进行调整或打临时支柱支撑管理。2、调整支架时严禁人员直接站在悬空高危处用手稿、长钎或铲子进行调整作业。3、架子钻顶板时,必须打底板;钻底板时,必须打顶板。4、调整支架时,不得进行其它作业。八、落煤方式1、正常回采阶段,除了在掩护支架下采煤外,同时要在回风巷接长支架,并及时撤出工作面尾端支架。2、柔性掩护支架采煤的工序是:铺溜槽落煤调整支架倾角。3、遇到煤层较坚硬需要爆破落煤时,炮眼布置要根据支架的宽度,布置双排眼,眼距0.6m,炮眼深度不能超出支架两端为限。4、打眼时,一定注意炮眼角度,任何班组不得超宽,以防爆破支架松动,下滑伤人。5、行人和溜煤眼要保持畅通,因为是通风的咽喉,发现堵塞,必须停止作业,进行疏通。6、运煤及运料:工作面生产原煤经搪瓷溜槽滑至机运巷,刮板输送机运输至溜煤眼口,溜煤眼内安设溜槽,装载点人工装车,运输大巷装车推至井底车场,斜井1.2m绞车提升至地面。九、架外放煤(一)架外放煤的位置、工序当支架上方煤堆积较厚时,可沿支架倾斜方向每隔5m设一个放煤点向架外进行放煤作业,架外放煤应由下向上进行。(二)架外放煤安全措施1、工作面回采两个循环后,可由架内向顶、底板侧进行放煤作业。2、架外放必须使用长把工具进行。3、放煤前必须在放煤口上下端沿倾斜方向每隔1m打上可靠的临时支柱。4、放煤时,人员必须站在安全地点进行作业,放煤作业时工作人员的头、身体和四肢严禁进入采空区。5、工作面只准一个工作组进行放煤作业,由下向上逐次进行,一轮放完后方可进行下一轮工作。6、放煤见矸后要及时停止放煤作业,并将放煤口堵好,严禁将矸石与煤混出,并保持支架上方保护支架层厚度不少于3m。7、架尾向上5m范围内严禁进行放煤作业。十、支架撤除(一)撤除位置架尾支架应根据工作面推进情况及时撤出。(二)撤架前的准备工作撤架5m范围内的地沟高度不小于1.6m,且保持后路畅通无阻。(三)支架的撤出1、撤架程序。(1)扩大地沟到支架两侧,走向长度一般不大于4m。(2)扩大地沟时要跟着打顶柱,沿走向顶底板侧各打一排顶柱,间距1-1.5m。(3)由下向上逐架卸去螺母且必须卸一架撤一架。2、撤架的安全措施(1)撤架时施工人员应不少于2人。(2)撤出支架使用葫芦、拔柱器、扳手、撬棍由下向上一架一架的撤出,严禁由上向下卸螺母撤支架。(3)卸螺母前必须在被撤出的支架下打上顶柱,保证支架不下落。(4)撤架人员必须站在安全地点进行作业,并随时注意观察顶板情况。(5)撤出的支架要及时运走,不得阻塞后路。(6)每次撤架终止处距架尾交汇点不超过3m。注:1、 确定采煤工艺。2、 规定落煤、装煤、运煤、顶板管理方式,采高,循环进度等。3、 采用放顶煤工艺的,应对采放比、放煤步距、放煤方式、端头顶煤回收方式、初次放顶煤、收尾时的放顶煤等内容进行规定。4、 采用分层开采工艺的,应明确分层厚度等内容。5、 采用上下面同时回采(对拉、顺拉)工艺的,应明确上下面的位置关系和错距。6、 采用倒台阶方式开采急倾斜煤层时,需要对各台阶长度、相互之间的错距作出明确规定。7、 使用采煤机割煤,应叙述采煤机的进刀方式、进刀长度、进刀深度、割煤方式、牵引方式、牵引速度并绘制进刀方式示意图。8、 采用爆破落煤(1) 炮眼布置设计。说明炮眼具体的布置要求,并绘制炮眼布置三视图(正、平、剖面图)。(2) 填写爆破说明书。应包括工作面高度、打眼范围、每循环炮眼的名称、编号、个数、位置、深度、角度,使用炸药、雷管的品种、装药量、装药方式、雷管数量和水泡泥个数等内容。9、 应采用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。 W=LShrc式中:W一工作面正规循环生产能力,t。 L一工作面的平均长度,m。S一工作面循环进尺,m。H一工作面设计采高,m。R一煤的容重,t/m第三节 设备配备工作面设备配置表设备名称型号技术特征数量备注风煤钻MZ- 1.22台局扇JBT-1111KW防爆型1台行人、溜煤眼掘进通风开关QBZ-120N2台液压泵站1台刮板输送机2台机运巷运煤手动葫轮DZ-Q13吨1台工作面尾眼回收支架手动葫轮DZ-105吨3台工作面上平巷安架及回收注:1、叙述工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。2、采用机采工艺的,应绘制工作面设备示意图。第二章 顶板管理第一节 支护设计矿压参数表序号项 目单 位同煤层实测本工作面先取或预计1顶底板条件直接顶厚度m2.0老顶厚度m30.0直接底厚度m3.22直接顶初次跨落步距m3初次来压来压步距m最大平均支护强度KN/最大平均底板移近量来压显形程度4周期来压来压步距m最大平均支护强度KN/最大平均底板移近量来压显形程度5平时最大平均支护强度KN/最大平均底板移近量6直接顶悬顶情况m7底板容许比Mpa8直接顶类型9老顶级别10巷道超前影响范围m支架观察统计表工作面实际条件支架参数采高(m)2.2倾角(o)60煤厚(m)2.5硬度(f)1.0支护强度(kN/)底板比压(kN/)顶板类(级)别破碎支柱阻力影响系数表项目夜压支柱微增阻支柱急增阻支柱木支柱工作系数增阻系数不平均系数采高系数倾角系数注:1. 工作面的支护设计,应包括工作面、端头和顺槽支护设备的选型、支护密度的选择;基本支架排距确定;柱鞋规格尺寸等内容。2. 工作面的支护设计,可采用以下方法:(1) 采用类比法时,应根据本煤矿或邻近矿同煤层矿压观测资料和经验公式进行设计。(2) 采用顶底板控制设计专家系统时,应根据系统要求,合理选取有关参数。 参考本煤矿和邻矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。合理的支护强度,可以采用下列方法计算(一般可以采用前两种,取其中最大直即为工作面合理的支护强度(P1)。a.采用经验公式计算P1 =89.81hr(k/)式中P1工作面合理的支护强度(k/)H采高(m)R顶板岩石容重(t/),一般可取2.5。b.选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度。(P1)c.采用工作面不同推进阶段(顶板来压,正常推进)按“支的原则”和“防滑的原则”要求计算支护强度,取其中最大直。 支柱实际支撑能力可以采用公式计算:RT=KgkzkbkhkaR式中RT支柱额定工作阻力,kN; K支柱阻力影响系数,可以从支柱阻力影响系数表中查得。 工作面合理的支护密度,可以采用公式n=Pt/RT(根/)进行计算式中:RT支柱实际支撑能力(K/N根)。 根据合理的支护密度,确定排距、柱距。合理控顶距的选择:在满足安全生产的前提下,可以根据工作面的实际条件选择控顶距。坚硬顶板控顶距可适当增大,松软、缓慢下沉顶板控顶距适当缩小,一般采用34排管理。柱鞋直径的计算柱鞋一般采用圆形铁鞋。根据权柱对底板应小于底板容许比压的原则,采用下列公式计算铁鞋直径。3、综采工作面的支护设计,需要根据工作面合理的支护强度(P1),选择液压支架,并进行比较。4、乳化液泵站设计包括以下内容(1) 泵站及管路选型(2) 泵站设置位置,需在相关图纸上明确标明。(3) 泵站使用规定:泵站压力调整要求、乳化液配制方式、乳化液浓度、检查方式等。5、确定选用木支柱进行支护时,应对木支护的材质、小头直径、服务期限、长度以及柱帽的材质、规格等内容作出明确规定。第二节 工作面顶板管理一、工作面支架布置方式、工作面空间必须全部受支架掩护,沿工作面2m 范围内,露棚面积不得大于0.5m2,必须进行支护和接顶工作,否则按空顶作业处理。、支架间距0.25m,架与架之间间隔用木板背严,每根支架必须用根钢丝绳连接起来,配件必须整齐牢固、架距均匀。、工作面必须支设迈步支撑和棚子,每1.5m一根,以保证支架正常行走,迈步支撑必须用单体柱支设牢固,按图示要求工作。、工作面支架仰角为45o,严禁趴架和仰架,支架偏角不大于21o。、采空区顶板采用全部垮落法。二、顶板来压的支护措施在采煤过程中,必须检查并注意顶板周围情况,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撑柱,防止趴架,以便走架。第三节 顺槽及端头顶板管理一、工作面端头支护和平巷超前支护、采煤工作面端头是指采煤工作面与工作面运输巷和工作面回风巷结合的部位。巷道端头区即巷道与工作面交叉部位,工作面前方支承压力影响区。、超前支护巷道内支架要完整无损,其高度不得低于1.6m。二、工作面尖子处理办法遇工作面多架时,要将多架拉到收尾眼。方法是:、以多架处开始将上部支架打上支撑和棚子。、将支架内煤拨尽,架脚挖空,架头挖空,靠收尾的方向位置移够,确保支架移动自然。、吊葫芦分别挂在架脚第一根钢丝绳和梁端第一根钢丝绳处,用两葫芦同时进行。、各班重点管理、操作、移架,把坡度调成一致。三、备用材料数量及存放点工作面每班所需要的柱子、背板、镙丝、夹板等应根据每班需用量当班运送,并在回风巷内摆放整齐,不得影响行人和运料。注:1.明确顺槽超前支护、距离。2.明确端头特殊支护方式、支护质量要求以及其他工序之间的衔接关系。3.明确各类材料的正确使用数量、规格;明确各类备用材料的数量、规格、存放地点、管理方法。4.绘制工作面、顺槽及端头支护示意图(平面图、剖面图),反映出工作面、超前、端头支护和顺槽正常支护等情况。第四节 矿压观测工作面守点安全员必须随时注意工作面顶板动态情况以及支架压力情况,观测情况计入手薄,通过长期观测,总结顶板活动规律,采取行之有效安全措施。注:1.观测内容:日常支柱(架)支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等。2.明确观测方法,说明工作面和巷道中矿压观测仪器、仪表的选型和安设位置、观测方式、观测时段。第四章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备选择和安装该工作面及煤眼使用钢板溜槽,各班随采随接,机运巷安装两台刮板输送机运送至溜煤眼,煤眼自溜至1324水平运输大巷溜煤眼口处装车。运输大巷内使用人力推车至1324水平井底车场,经主斜井提升至地面。二、运煤系统工作面机运巷溜煤眼1324运输大巷井底车场主斜井地面。三、运料系统地面材料库泄水平硐1365进风巷工作面回风上山工作面。注:1.确定运输装载、转载方式、选择运输设备。2.明确运输设备的安装位置、固定方式、推移方式。3.明确运煤路线和辅助运输路线。4.按高大绘制运输系统示意图,应反映出运煤路线、辅助运输路线。泄水平硐X:2808726.0Y:35454837.0Z:1365.1:17:01325.0231325.7791326.0201348.5951325.8121325.7671325.3691348.5611325.4231308.0151303.0231326.3121326.4121348.8121348.6581325.4231308.0151303.0231430.3471395.4831410.562切 眼矸 石 车 方 向北第二节 “一通三防”与监控系统一、工作面实际需要风量计算工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和工作时工作面最多人数进行计算。取其中最大值进行风速验算,满足要求时该最大值即是工作面实际需要的风量。、按沼气涌出量计算Q采=100QCHK=100*2.07*1.6=331.2QCH=绝对瓦斯涌出量2.07,k=瓦斯不均衡涌出系数1.62、按工作面温度计算Q采=60VS *1.7*2.4=245m3/分V=风速1.7 m3/s,S=断面2.4m23、按工作面最多人数计算Q采=4N=4*10=40 m3/分(N=工作面同时最多人数)5、按风速计算、按最低风速计算Q采60V小S=60*0.25*2.4=36 m3/分 、按最高风速计算Q采60V大S=60*4*2.4=576 m3/分考虑采面瓦斯涌出量的不均衡性,因此设工作面所需风量确定为340m3/分。二、通风线路主斜井井底车场1324运输巷通风上山1348机运巷工作面工作面回风巷泄水平硐1365回风石门总回风巷四号风井地面。三、瓦斯防治(1)瓦斯检查地点:工作面进风巷、回风巷、工作面、工作面上隅角、顶板冒落空洞等固定点,每班检查次数不少于五次,并向井口值班室汇报。(2)、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、日报三对照,不得空班、漏检、假检。(3)、工作面及其进、回风巷道内,体积大于0.5 m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2 %时,附近20 m内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。(4)、工作面风流中,刮板机或其开关安设地点附近20 m以内风流中的瓦斯达到1. 5%时,必须停止工作,切断电源,撤出人员进行处理。工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1(或二氧化碳浓度超过1.5%)必须停止工作,撤出人员,采取措施进行处理。 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1%以下时,方可通电启动。(5)、工作面安装瓦斯断电仪,并且与矿井安全监测系统连网在一起,工作面风流中,工作面回风巷风流中各安装一个甲烷传感器,前者安装具体位置在回风巷距离工作面小于10 m的风流中,后者安装在回风巷距离混和风流10-15 m处的风流中。它们的报警浓度不小于1(CH4)工作面风流中传感器断电浓度不小于1.5%(CH4)断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备,回风巷风流中传感器断电浓度不小于1(CH4),断电范围是工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备,它们的复电浓度都是小于1%(CH4)。四、综合防尘系统、防尘供水系统地面消防水池主斜井 井底车场1324运输巷120701机运巷工作面工作面回风巷。供水管路每隔50m安装一个三通闸阀,定期冲洗巷道。主斜井使用直径寸水管,工作面使用1寸水管。 、防尘方式使用洒水降尘,在各转载点都安装喷雾洒水装置,工作面回风巷设置净化水幕,每天冲刷一次,工作面作业人员工作时戴好防尘口罩。、隔爆设施的安装工作面1365回风石门设置一组隔爆集中水棚,水棚设置在直线巷道内,与工作面的距离保持在60m-200m,棚区长度不得小于20m ,水量不小于200L/M2,水袋棚安装方式的原则是:当受爆炸冲击力时,水袋中的水容易洒出,两个水袋之间间隔不得大于1.2m,水袋边与支架、顶板之间的距离不得小于0.1m。气温条件与风速对应表ms工作面空气温度0C工作面风速V(m/s)煤层厚度煤层厚度煤层厚煤层150.3-0.40.3-0.515-480.5-0.70.5-0.80.818-200.8-0.90.8-1.00.8-1.020-231.0-1.21.0-1.31.0-1.523-261.5-1.71.5-1.81.5-2.026-282.0-2.22.0-2.52.0-2.5工作面调整系数表采面长度0-5050-100100-150150-200200-250250-300300以上系数K0.80.911.11.21.31.4注:一、明确工作面范围内通风设施的安设位置和质量要求。二、工作面实际需要风量计算,应按各煤矿企业制定的“供风标准”或根据瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的测试,同时工作面最多人数等因素分别进行计算后,取其最大值进行风速验算,满足要求时,该最大值即是工作面实际需要风量。(一)按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算Q=100(67)qkm/min,式中Q工作面实际需要风量,km/min;100(67)-单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯不超过1%或二氧化碳不超过1.5%的换算值。q工作面瓦斯(二氧化碳)绝对瓦斯涌出量,m/mink-工作面瓦斯(二氧化碳)涌出不均匀备用系数,它是各工作面瓦斯(二氧化碳)绝对涌出量的最大值与平均值之比,须在各工作面正常生产条件下,至少进行5昼夜的观测,得出5个比值,取其最大值。通常机采工作面可取k-1.2-1.6,炮采工作面可取k-1.4-2.0,水采工作面可取k-2。(二)按工作面温度计算Q=60vs m/min Q=60vsk m/min放顶煤工作面式中v工作面平均风速,m/s;可选取温度条件与风速对应表中的相关数值。(注:有降温措施的工作面按降温后的温度计算)s工作面的平均断面。可按最大和最小控顶断面积和平均值计算,k综放工作面支架断面及工作面长短的调整系数。可从表中选取。(三)按工作面每班工作最多人数计算Q=4n m/min式中:n工作面同时工作的最多人数, 人(四)按风速进行验算1、按最低风速验算,工作面的最小风量Q15s m/min2、按最高风速验算,工作面的最大风量Q240s m/min(五)根据上述计算,确定工作面实际需要的风量。1、如果工作面布置独立通风有困难,需采用符合(煤矿安全广场)规定的串联通风时,应按其中一个工作面需要的最大风量计算。2、确定通风路线,描述风流从采区进风巷经工作面到采区回风巷的路线。3、如果工作面温度超限,必须进行专门降温制冷设计。4、防治瓦斯检查和瓦斯监测。(1)明确与工作面有直接关系的瓦斯检查地点的设置、每班检查次数、检查汇报签字规定以及瓦斯超限处理、撤人和恢复生产的规定等内容。(2)明确与工作面有直接关系的瓦斯监测设施(设备)的设置地点、断电浓度、复电浓度、断电范围以及瓦斯报警撤人和恢复生产的规定等内容。5、确定综合防尘供水管路系统、防尘方式、隔绝瓦斯煤尘爆炸方式三部分内容,应分别对其设施的设置和使用作出规定。(1)明确防尘供水系统,应包括防尘供水管路系统设置、供水参数、防尘设施设置位置等内容。(2)明确防尘方式,应包括工作面综合降尘的各类方式(煤层注水、采煤机内外喷雾、架间喷雾、转载点喷雾、湿式打眼、装煤洒水、个体防护、顺槽净化水幕和冲刷顺槽等方式)。(3)明确隔绝瓦斯煤尘爆炸方式,包括隔爆设施的设置、水量、管理等要求。6、根据本工作面的条件,明确防治煤层自然发火的方式(1)确定回采期间选用的综合防灭火方式(注浆、注氮、阻化剂、凝胶、均压等),并强调相关的工艺和参数。(2)确定监测系统的安设、传感器的设置地点、监测要求、自然发火标志气体、预报制度以及气体超限撤人等内容。(3)面前特殊时期的防灭火要求,包括工作面临近结束、停止正常生产以及其他意外情况下的防灭火规定。7、按规定绘制“一通三防”系统图纸:通风系统图、防尘系统图、消防系统图、注浆系统图、注氮系统图、安全监测监控系统图(设备)布置图等图纸,可以合绘制或分单项绘制。密 闭测风站主 扇局 扇新鲜风流污风流风 门风 窗风 窗风 筒北泄水平硐X:2808726.0Y:35454837.0Z:1365.1:17:01325.0231325.7791326.0201348.5951325.8121325.7671325.3691348.5611325.4231308.0151303.0231326.3121326.4121348.8121348.6581325.4231308.0151303.0231430.3471395.4831410.562切 眼图 例喷 头 沙 箱灭火器CH4KT说明:1、采煤工作面回风巷:瓦斯报警点:T11% T21%瓦斯断电点:T11.5% T21%瓦斯复电点:T11% T21%2、掘进工作面:瓦斯报警点:T11% T21%瓦斯断电点:T11.5% T21%瓦斯复电点:T11% T21%3、矿井总回风巷瓦斯报警点:T10.75%FZFZFZFYFYCH4LLCH4YLKT多参数显示仪CH4CH4图 例瓦斯传感器一氧化炭传感器风速传感器温度传感器设备开停传感器液位传感器监控分站监控线路设像头负压传感器瓦斯压力传感器CH4CH4COCOFSFSFSKTKTKTFZYW第三节 排水系统1、根据掘露,该工作面正常涌水量2 m/小时,工作面涌水通过1348机运巷排水沟,运输巷流至井底水仓,75KW水泵抽到地面污水处理池,经处理后排至小河或回到井下使用。2、排水设备:主斜井水仓容量560 m,排水水泵型号D100454,电机功率75KW,安设三台水泵,备用一台,排水管道两趟,水管使用无逢钢管,直径2.5寸。3、排水路线:工作面工作面机运巷1324运输大巷井底水仓地面污水处理池注:1.根据工作面的正常涌水量
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