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此文档收集于网络,如有侵权,请联系网站删除 XXX煤矿 采煤工作面作业规程 工作面名称:103采煤工作面编 制 人:施工负责人:矿总工程师:矿 长:编制日期: 年 月 日矿 审 批 意 见生产部门机电部门安检部门通风部门地测部门技术负责人县(区)煤管局审批意见生产部门机电部门安检部门通风部门副 局 长技术负责人目 录第一章 概况6第一节 工作面位置及井上下关系6第二节 煤层6第三节 煤层顶底板8第四节 地质构造9第五节 水文地质9第六节 影响回采的因素10第七节 储量及服务年限10第二章 采煤方法11第一节 巷道布置11第二节 采煤工艺12第三节 设备配置17第三章 顶板管理17第一节 支护设计17第二节 工作面顶板控制22第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制24第四章 生产系统27第一节 运输27第二节 “一通三防”与安全监控28第三节 排水33第四节 供电34第五节 通信照明34第五章 劳动组织和主要技术经济指标35第一节 劳动组织35第二节 作业循环35第三节 主要技术经济指标36第六章 煤质管理37第一节 煤质指标37第二节 提高煤质的措施37第七章 安全技术措施38第一节 一般规定38第二节 顶板管理41第三节 防治水44第四节 爆破管理45第五节 一通三防及安全监控49第六节 运输管理52第七节 机电管理54第八节 其他58第八章 灾害应急措施及避灾路线59附:作业规程学习和考试记录作业规程复查记录第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系一、工作面在水平、采区、标高、几何尺寸采煤工作面在-40水平一采区,采面上限标高-80米,下限标高-89米,走向长284米,倾斜宽80米,面积15000平方米。二、工作面与地面的相对位置该工作面在井田的东南侧,地面标高在+120米左右,地表为荒地。三、回采对地面的影响因回采距地表200米以上,且地表为荒地,为此对地面无大的影响。四、对相邻采区、采面影响该工作面四邻为未开采井田,回采后工作面压力往西南移动,工作面距采区回风道20-30米内,有压力增大情况。东、南、西为井田边界。工作面位置及井上下关系 见表1表1 工作面位置及井上下关系表水平名称-40米水平采区名称一采区地面标高+120米井下标高-80至-89地面相对位置荒地回采对地面设施影响无影响井下位置与四邻矿关系东、南、西为井田边界,北为下102接续面走向长米(m)300倾斜长度(m)50面积15000第二节 煤层一、煤层厚度:该煤层为单一煤层。最厚2.2米,最薄为2.0米,平均0.2.1米。二、煤层产状:煤层走向N32E转N16W,倾向SN58转NE74,倾角6度。三、煤层结构 采面煤层比较稳定,结构简单,无夹石,层理,节理发育。四、煤种、煤质经以往勘探及矿山多年生产实践,已查明该井田开采煤层煤种牌号为长焰煤,经该矿采取生产煤样化验结果,水分(空气干燥基)8.70%、灰份(干燥基)26.40%、挥发分(干燥无灰基)42.98%、低位发热量(干燥基)19.08MJ/kg,全硫(空气干燥基)0.77%,容重1.38T/m3。 主要用途:可做一般工业动力和民用煤。5、 工作面煤层情况, 煤层情况表煤层厚度(m)2.1煤层结构单一煤层倾角6开采煤层硬 度F1.5煤种长焰煤稳定程度中等煤层情况描述该工作面煤层厚度在2.2-2.0米之间变化,倾角6度,变化不大第三节 煤层顶底板一、煤层顶板:无伪顶,直接顶为砂页岩,厚度6米,上覆老顶1523米。二、煤层底板:直接底、基本底均为砂页岩、砂岩,厚度105.5米至139.5米。三、煤层顶底板情况,见表3四、综合柱状,见图1表3 煤层顶底板情况顶、底板名称岩石名称厚度(m)特征老顶砂岩1523灰白色直接顶砂页岩6深灰色伪顶无直接底砂页岩、砂岩105.5至139.5米 灰白色基本底砂页岩、砂岩灰白色第四节 地质构造一、该工作面回采,无断层、褶曲、陷落柱及火成岩侵入。二、回采工作面、运输道、风道素描图,见图2(略)。第五节 水文地质水源分析:无老空区,邻矿旧巷、注浆水和构造导水等对工作回采影响较小,地表为荒地,地表水不能渗入工作面,钻孔内已再生严实,有微量含水,对工作面无影响。工作面的涌水量:预计工作面最大涌水量4m3/h,正常涌水量2 m3/h。矿井水的来源主要有大气降水及矿井旧巷、,现该矿井下实际涌水量最大为10m3/h,正常5-6 m3/h。邻矿及本矿采空区,旧巷可能有积水,施工时,必须坚持“先探后掘”的原则,防患于未然。第6节 影响回采的因素 根据辽煤生产2007284号省煤管局文件关于对阜新市地方煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复,该矿属于低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量9.68 m3/t,绝对量0.96 m3/min;煤层的自燃倾向性属二类自燃;煤尘爆炸倾向性属强爆炸性。不属煤与瓦斯突出矿井。一、工作面瓦斯涌出量:根据本矿实际监测,工作面绝对瓦斯涌出量0.672 m3/min,相对量为8.0 m3/T。二、煤尘爆炸指数,自然发火期根据煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定报告,该矿煤尘爆炸指数为强爆炸,自然发火期为二类自燃。三、地温情况:在安全规程规定之内。四、冲击地压:无冲击地压及应力集中区。五,因该面位于采新区,周围无采空区旧巷,所以周边对该采面无采动影响。六、地质部门的结论地质条件对工作面回采无影响。第七节 储量及服务年限一、储量工作面地质储量:2.1802481.38=6.58万吨工作面可采储量:6.5897%=6.38万吨二、工作面服务年限工作面服务年限=可采储量/设计月产量=6.38(万吨)/77(米/月)0.0215(万吨/米)=4个月 第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况采区运输道和回风道布置在采面同一煤层中,两巷间距50m,巷道倾角6度,断面5.2m2。采用锚杆支护。工作面回采留设10m采终保护煤柱。二条巷道上部为穿层巷道,坡度为35度,巷道断面4.8m2。锚杆支护。采区内沿煤层布置工作面运输道和工作面回风道,通过开切眼(回采工作面)贯通,构成回采工作面生产系统。该采面为正规壁式采煤。二、工作面运输道:净断面5.2,锚杆支护,铺设一台SDGW-13型运输机,600mm轨距铁道,设JTB-0.5绞车和1T侧卸式矿车运煤和进材料,入风、行人等。三、工作面回风道:净断面5.2,锚杆支护,进料、行人、回风。四、开切眼:净断面5.6,带帽顶子支护,运料、行人、通风,开采。五、采面运输:由工作面运输机运煤转载到运输道溜子,再装入矿车运出。无煤仓溜煤眼。六、硐室及其他巷道:采面运输道,从切眼开始每相隔100米,设配电峒室一个,峒室内装设各种配电开关和乳化液泵,长度6米,断面6.0,峒室内使用工字钢棚支护支护。七、工作面巷道布置平面图,见图第二节 采煤工艺一、采煤工艺该工作面采用爆破落煤,其工艺过程为:工作前准备打眼装药放炮临时支护装煤移溜移主架(放顶)。爆破落煤采高2.1米,循环进度1.0米,每班一个循环,日三个循环 1。打眼 装药 打眼使用煤电钻打眼,炮眼角度为:炮眼与煤壁夹角为8085度,顶眼仰角为5-10度,底眼在垂直面上向底板方向保持10-20度的俯角,为了避免崩翻运输机,底眼眼底高出底板约0.3米。炮眼布置方式:炮眼采用五花眼沿倾斜方向布置,炮眼深度1.2米,爆破深度1.0米,装药量为每孔0.3kg,可根据煤的硬度和节理适当增减。每个炮眼封泥长度不小于0.5米,打眼、装药严禁平行作业。滞后充填15米即可打眼,装药。打眼前注意观察帮顶及周围情况,敲帮问顶,找掉浮煤块伞檐,不许空顶作业,认真清理打眼地点,查看是否有剩炮,臭炮。一经发现按煤矿安全规程中341,342条处理。装药与打眼要保持5米以上距离,按规程规定正向装药。装完药把脚线短接后卷起塞如眼内。炮泥要塞满。剩余的管药放回专用管,药箱内。2。放炮爆破方法:采用串联法连线,一次联4眼。每次放炮长度为2M,可以根据情况适当增减一次放炮长度,不能超过每次放炮3米。要以不崩倒单体,保证顶板完整为目的。炮段长度为15米,又上向下分段放炮。段内由下向上放炮。每次放炮必须先设好上下头的警戒人,放炮员亲自接送。每次放炮必须执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。放炮中发现崩倒单体要即使扶起打牢补齐支护。放炮时工作面停止其他作业。放炮前要将管线档好防止崩坏。放炮时放炮员要在新风流中作业。详见爆图表。 放炮员必须执行自联自放制度,放炮钥匙必须随身携带。3. 攉煤放完炮后移完副架滞后不少于10米即可攉煤。攉煤前要认真敲帮问顶找掉伞檐松帮,并检查作业地点级附近的支护情况,发现问题停止作业,待处理完后在作业。攉煤必须保证货净底平进度够1米,中高够2.1米。为推溜做好准备并吧工作面的浮煤扫净。4. 移主梁出完煤后滞后攉煤地点不少于15米开始移架充填。充填前要将所有要充填段的靠帮柱打全打牢。而后可充填。不许分茬移架,按序移架充填。充填前必须对作业地点级附近的支护严格检查,发现支护不全,单体不牢或自动卸载的立即处理。充填前不许把该梁老塘侧的单体先回收,作业人员身体任何部位不许进入老塘内,回单体时有专人观察作业地点的支护和顶板情况,作业人员要躲开老塘单体被矸石突然推倒范围。 充填后立即按规定打齐单体,挂好放倒绳。如果发现老塘有悬顶面积超过25=10平方米时停止作业,立即人工强制放顶。5. 推溜要在移架充填后15米开始。 推溜前对所有支护重新检查顶板不好时必须刹牢接顶; 推溜时摘中柱不准超过13米,推过后马上补齐中柱;推溜必须到位,推溜时不许溜子开气,保证溜自平直;推溜机头时用单体或绞车不许用下川溜子拉机头;推溜弯曲段长度一般在10-15米;用单体推溜前先选择两颗支撑单体,然后注液加固,在两单体底部横放一根木拌子做支点,吧推溜单体水平放到推溜要分两次完成一次推溜不许超过0.5米;推完溜子后,溜子要达到平直,机头机尾打好压顶子,中柱打直,达到除撑力。挂好放倒绳,然后溜子试运转。要点动开气,直到正常。 二、工作面正规循环生产能力W=LShrC =801.02.11.380.93=215吨式中:L工作面长度80米S循环进度1.0米h采高2.1米r煤的密度,取1.38T/m3C工作面回采率93%第三节 设备配置一、工作面使用设备,见工作面设备布置图工作面使用设备表设备名称型号数量功率kw备注煤电钻MZ-1.23台1.22备用一台潜水泵2BA-91台2.2刮板运输机SGDW-132台13浮化液泵QRB-80/201台37备用一台绞车JTB-0.52台15单体液压支柱DZ08-25/80523棵钢顶梁110根二、工作面设备布置,见图第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面的支护设计1、参考本矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数,工作面矿压参考,见表7。2、工作面支护强度Pt=9.81hrK (公式取自煤矿作业规程编制指南) =9.812.12.55 =257.5KN/式中:h采高,2.1米r顶板岩石重力密度,2.5T/m3K工作面支柱应支护的上覆岩石厚度与采高比,一般48现取53、单体液压支柱实际支撑力Rt=KgKzKbKhKR =0.990.950.901.01.0294 =249KN式中:Kg支柱工作系数,取0.99Kz支柱增阻系数,取0.95Kb支柱不均匀系数,取0.90Kh采高系数,取1.0K倾角系数,取1.0R支柱额定工作阻力,294KN (30T)支柱阻力影响系数,见表6 支柱阻力影响系数表项目液压支柱木支柱工作系数Kg0.990.5增阻系数Kz0.950.7不均匀系数Kb0.90.7高采系数Kh2.2m0.90.9角系数Ka450.850.854周期压力计算 计算直接顶应有厚度 h=m/(KP-1) =2.1/(1.6-1) =3.5M m-采高。- KP -碎胀系数取16 h-直接顶厚度M 该面直接顶厚度是6米大于所需直接顶厚度,所以没有周期来压。 几种岩石的碎胀系数岩石名称 初始KP 残余KP 几种岩石的碎胀系数岩石名称 初始KP 残余KP砂 1。061。15 1。01-1。03碎煤 1。2以下 1。05粘土页岩 1。40 1。10粘土 1。2以下 1。03- 1。07砂质页岩 150180 110-115硬砂岩 150180 本表取自采煤学(煤炭工业出版社)表7 工作面矿压参考表序号项目单位同煤层实测本面选取或预计1顶底板直接顶厚度M66基本顶厚度M99直接底厚度M40402直接顶初步垮落步距M993初次来压来压步距M2626最大平均支护强度KN/208208最大平均顶底板移近量Mm140140来压显现程度不明显不明显4周期来压来压步距M2020最大平均支护强度KN/208208最大平均顶底板移近量Mm300300来压显现程度不明显不明显5平时最大平均支护强度KN/116116最大平均顶底板移近量Mm70706直接顶悬顶情况M10.97根/。可见支护密度满足要求。二、选择支护材料1, 最大控顶距时顶板下沉量: SR=MUPMAX=2.10.013。6=0.075MU-待定系数取0.01,PMAX-最大控顶距3.6MM-采高2.1M2最大最小采高支拄校核H大=M大-B-C=2.2-0。096-0.2=1.904MH小=M小-B-C-SR-a=2. 0-0.096-0.02-0.075-0.05=1.76MM大最大采高2.2M, a-卸载高度0.05MM小最小采高2.0MB-派钢梁厚度0.96MC-木垫板厚度取0.2M根据上述计算选用DZ2240型单体液压支柱,其适用采高范围1659MM-2350MM伸缩行程800MM,额定工作阻力294KN(30T),可见该型号单体的支撑力和支护高度都符合需要。额定工作液压38.2Mpa,初撑力118-157KN,泵站压力15-20Mpa,油缸直径80mm,底座面积113C,直径120mm。选用钢顶梁,长度2.4米。三、乳化液泵站1、泵站选型、数量选用QRB-80/20型两台乳化液泵,一台使用,一台备用,其额定压力20Mpa。公称流量80L/min,电机功率37KW。2、泵站设置位置:设置在工作面运输道。3、泵站使用规定(1)泵站必须安放平稳,固定牢固,停放在顶板完整,无片帮、无淋水处。(2)坚持使用乳化液浓度配比仪,乳化液浓度必须保证2%-3%,曲轴箱内润滑油合格,油位在油线之间,油槽内润滑合格,油绳放置合理,并有合格的过滤网。(3)泵站压力表动作灵活,压力达到额定值,必须保证不低于18Mpa。(4)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。(5)曲轴箱内温度不得高于50度,不低于5度。(6)泵站必须设专人看管并进行培训。第二节 工作面顶板控制一、正常工作时期顶板支护方式工作面选用DZ220型单体液压支柱和钢顶梁,长度2.4米,排距1.0米、组距为0.75米,最小控顶距2.6米,最大控顶距3.6米,最小控顶时,齐梁使用,各打一梁三柱支护,最大控顶时,两梁交错,迈步式交替前移,仍为一梁三柱,回柱放顶后,回到最小控顶时支护。工作面倾角6度,支柱迎山角为1度。二、正常工作时期上、下端头支护方式及切顶支护上、下端头采用“四组八架”支护,即使用4米长钢顶梁,布置在工作面上、下出口处,间距0.75米,每组并排两根顶梁四组,每梁下打“一梁四柱”,随工作向前移动。正常回采期间,采空区采用单体密柱切顶,切顶密度打在放顶线一侧,密柱可根据情况打牢斜撑子,防止矸石推如工作面三、特殊时期的顶板控制1、来压及停采前的顶板控制在采煤过程中,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,在煤帮每隔1.0米,打好带帽靠帮顶子,在采空区沿切顶线,每隔1.0米打好穿鞋带帽的戗顶子。待老塘垮落后,顶板压力正常时,再恢复采煤工作面,停采前,工作面必须是最小控顶距,并打好靠邦顶子。 2.工作面顶板出现拉勾抽条现象时,必须及时打好临时顶子,用木料接实顶板,并且将工作面达到最小控顶距。3. 如出现掉顶,由班队长指挥又两边向中间处理。处理前先将掉顶区域级周围的支护加强。现场有专职通风员检查瓦斯。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、运输巷、回风巷的顶板控制超前工作面煤壁20米范围内的运输道和回风道,架设超前支护,超前支护使用钢做顶梁,临近工作面10米,使用单体液压支柱,打“一梁四柱”,后10米打“一梁三柱”,1.0米一架。二、工作面安全出口的管理从工作面煤壁至放顶线之间的端头支护,即安全出口。端头支护使用“四组八架”交替迈步“一梁四柱”放顶线后方的维护长度不得超过1.2米,在放顶线上,打好带帽戗柱。移设端头支护时,15米内不许有其它作业。三、支护材料的使用数量和存放管理1、 工作面单体数量806+82+5+50+(30+40)2=691棵其中:放炮段长度15米,临时顶柱间距3.0米,需用5棵,密柱每空1棵,上下川超前支护前10米,每米4棵,40棵,后10米,每米3棵,。按规定备用10%的单体,共计691+70=716棵2、钢梁计算802+152=190根.其中四组八架3.6米钢梁16棵,上下川超前支护2.4米30棵备用10%的钢梁,共计190+19=209根3、 存放地点:存放在工作面回风道,距工作面30米处。4、 采煤工作面平面图第四节 矿压观测加强矿压观测,成立矿压观测小组,组长为技术负责人,成员为地测人员等。观测小组必须做到以下要求:1、 要求人员组织到位,培训到位,观测仪器落实到位。2、 主要观测顶板下沉量,下沉速度,顶底板移近量, 顶板压力的变化,超前压力的范围及变化,直接顶冒落效果,周边巷道支护的变化 。找出来压来压规律。2、矿压观测人员每班测出的数据,由地测人员负责收集、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支柱抽查,发现支柱初撑力低,有权让现场作业人员进行二次补液,否则不准作业。4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象,提醒作业人员采取措施或撤离工作面,并向井长和调度室汇报。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运输方式1、运输设备及装、转载方式工作面使用一台SGDW-13型运输机运输,运输道使用一台同型号运输机与矿车搭接,轨距600mm,侧卸式1T矿车,在工作面运输机下直接装载,运输道空车人工推入,重车用JTB-0.5型绞车调出至采区运输道车场,采区运输道使用JTB-0.8型绞车,将矿车提升至井底车场,由地面提升机提升至地面。2、辅助运输设备及运输方式主井采用具有“MA”标志的GLSY-1/6/1/1型(配防坠器)一吨标准罐笼提升;运输大巷及采区下山采用具有“MA”标志的MG1.1-6型1t矿车运煤和辅助运输。运送材料使用具有“MA”标志的MPC2-6型叉车。二、运煤路线运煤系统:煤炭由工作面(刮板输送机)运输道运输机矿车(小绞车)采区运输道运输石门运输下山主井地面。三、辅助运输路线材料运输:主井运输下山运输石门采区运输道工作面运输道(风道)工作面。四、运输系统、详见图6第二节 “一通三防”与安全监控在采区回风道,即工作面运输道与风道联络巷道内,设置正、反风门两道,并加以联络,保质保量。一、通风系统(一)风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q=100qk=1000.961.4=134.4m3/min式中:q工作面瓦斯绝对涌出量,0.96m3/minK不均匀系数,取1.42、按工作面温度计算Q=60us=601.04.0=240 m3/min式中:u工作面平均风速,取1.0 m/SS工作面平均断面,取4.03、按工作面每班工作最多人数计算Q=4n=429=116m3/min式中:n工作面人数,取29人(现要求25人)4、按炸药用量计算Q=25A=251。8=45m3/min式中:A一次爆破最大炸药量,1。8kg5、按风速进行验算(1)按最低风速验算,工作面的最小风量Q15S大=155=75 m3/min(2)按最高风速验算,工作面的最大风量Q240S小=2403=720 m3/min6、确定工作面实需风量取Q=240 m3/min(二)通风路线新鲜风流由采区运输道工作面运输道工作面工作面回风道采区回风道。(三)通风系统:详见通风系统平面图7二、瓦斯防治1、瓦斯检查(设点、次数)工作面瓦斯检查应符合下列要求:(1)每班对工作面瓦斯检查的次数不少于两次,且检查时间应均匀。(2)检查瓦斯后应及时向矿调度室汇报测定结果。(3)工作面上出口应设放便携式瓦检仪,且读数准确有效。(4)工作面需测定瓦斯及二氧化碳的地点为:工作面进风流(指运输巷至工作面煤壁线以外的风流)。工作面风流(指距煤壁、顶、底板各20cm以外的风流和以采空区切顶线为界的空间风流)。上隅角(指工作面回风侧最后一副支架处)。工作面回风流(指距工作面10米以外的回风巷内不与其他风流汇合的一段风流)。(5)爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,严禁爆破。(6)停风工作面恢复供风后,必须通过供风、瓦斯检查员检查,经证实无危险后,方可恢复工作。(7)停风工作面恢复供风后,必须通过供风、瓦斯检查人员检查所有安装电动机及其开关的地点附近20米的巷道内,只有瓦斯浓度符合规定时,方可开启。(8)矿井临时停风时,工作面所有人员必须撤到主要进风流中,等通风气流浓度符合规定后,方可进入工作面工作。(9)当工作面瓦斯浓度超限时,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到安全地点,待采取措施、瓦斯浓度恢复正常后,方可继续进入工作地点工作。(11)参观或检查人员进入工作面时,应携带便携式瓦检仪。2、瓦斯检测(1)瓦检员要按规定的地点、次数、检查方式进行检查,严禁空班漏检和假检。(2)瓦检时应测定作业地点的瓦斯、二氧化碳等气体浓度、温度,并及时准确填报瓦检报表和各种记录。(3)工作面爆破时,瓦斯检查应在工作面放炮地点20米范围内的风流中进行。(4)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。(5)当工作面局部风流中瓦斯浓度达到2.0%时,附近20米内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。(6)回风巷风流中瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。(7)工作人员要进入工作地点前,应先观看瓦检牌板,当工作地点瓦斯超限时,不得进入工作地点。(8)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1%以下时,方可通电启动。(9)瓦检员交接班要在指定的地点进行,交清当班情况。三、综合防尘系统对工作面、运输道、风道均应采取综合防尘措施。(一)防尘管路系统主井地面消防火水池主井井筒运输下山采区运输道下101工作面运输道(风道)工作面。(二)防尘措施采区运输道、工作面运输道(风道)设51mm防尘管路,每隔100米设1寸支管及阀门,在工作面下装载点设喷雾,工作面及两巷内煤尘必须每班及时清扫,并洒水消尘,装载时喷雾。(三)隔绝瓦斯、煤尘措施1、工作面各处喷雾及水幕要有效地打开使用,且喷雾效果要良好。2、工作面运输、回风巷口段,距巷道顶板100-150mm处全断面悬挂总长度不小于30米的隔爆水棚,棚间距1.2-3米,保证有400L/的水量。3、应每周检查一次隔爆水袋,当水少时及时补水,当煤尘大时及时换水。四、防治煤层自然发火技术措施工作面防治煤层发火的注浆及瓦斯监测系统应经常保持完好,并备有一定数量的阻化剂,凝胶等防灭火材料;当发现某处有发火迹象时,应及时上报矿调度室及相关部室,采取相应措施。1、监测系统在工作面运输安设风速传感器、负压压力传感器等,在主要设备电源线上安设开停传感器,回风巷安设CH4、CO、温度等传感器,通过地面KJ71A监测系统,对工作面气体成分和生产情况等进行连续监测。详见监测系统图8两巷安置的瓦斯、CO、温度等探头必须完好准确,并定期进行校正,以实时监测工作面气体及温度等情况;工作面回风侧布置的探头监测应通至上隅角,并每天抽样检查气体成分,并及时上报相关人员及部室,当有CO气体超限、温度升高、有煤焦油等味时,应立即上报矿调度及相关部室,并及时采取措施,必要时撤出相关人员。2、综合防灭火措施注意按时对工作面老塘上隅角的气体温度监测,对工作面下口老塘及上隅角地段打放火沙带防止发火,当工作面发生意外火灾时并应适时采取防灭火措施,及时上报矿调度室,根据火情及时采取措施,控制火势,若火势不能控制时通知撤出受火灾威胁地点的人员按救灾路线撤3.在上下川的采终位置各设一道非常门,门在平时摘下放在门框外侧,一旦发生火情,撤出人员后可有专职救护人员关闭非常门。四、工作面、消防火灌浆管路,见图9五、消防火、防尘管路及隔爆水棚图见图10第三节 排水工作面涌水均自行流入运输道临时水仓由潜水泵排至采区运输道临时水仓,由水泵排至井底水仓,排水系统见图11。第四节 供电一、供电系统工作面供电由井下配电站引至工作面配电站直接供电。煤电钻信号使用127V电压,运输机、乳化液泵等使用660V,电压等级、用电设备及负荷如下表:序号设备名称型号单位数量电压V功率KW备注1绞车JTB-0.5台26601522小水泵2BA-9台11272.23刮板机SGWD-13台1660134煤电钻MZ-1.2台21271.2备用一台5乳化液泵QRB-80/200台166037备用一台6信号照明ZXZ8-2.5台11272.5计85.9用电设备负荷为85.9KW。二、供电系统,见图12。第五节 通信照明一、通信系统矿井设调度值班室及值班人员,设一部24门调度电话总机,井下设10部电话分机,其中:采煤工作面运输道、风道各一部,2个掘进工作面各一部,主、副井、井下绞车房、井底车场各一部,总排风道一部,运输石门均为防爆型电话。地面装设10部电话分机,其中:矿长办公室一部,矿值班室一部,机电、通风办公室各一部,主井把钩房各一部,矿灯房一部,监控室一部。压风机房,主扇房、变电所各一部。另外,还有2部直接电话,调度总机与市线电话装设中断线,便于外界联系。二、照明系统工作面运输道每隔50米安装一盏照明灯,转载点等安设照明。三、通信系统,见图13第五章 劳动组织和主要技术经济指标第一节 劳动组织一、作业方式采用“三八”式作业制。二、劳动组织(见表8)表8 劳动组织图表一班二班三班合计跟班干部1113班长2226放炮员1113打眼工3339攉煤工77721支护工99927移溜工2226司机1113电钳工2226泵站工1113合计29292987第二节 作业循环工作面正规循环作业图表(表9)第三节 主要技术经济指标工作面主要技术经济指标见表10表10 主要技术经济指标表序号项目单位指标1工作面倾斜长度M802工作面走向长度M2843采高M2.14煤层生产能力t/2.795循环进度M1.06循环产量T214.37月循环数个778月进度M779日产量T64310月产量T1647811工作面可采期A0.512在册人数人9613出勤人数人8714出勤率%9015回采工效t/工3.816坑木定额m/104t6017液压支柱丢失率%018金属顶梁丢失率%019铁鞋丢失率%21火药定额Kg/104t409021雷管定额发/104t1363622单位成本元/104t0.00823煤层牌号长焰煤第六章 煤质管理第一节 煤质指标经以往勘探及矿山多年生产实践,已查明该井田开采煤层煤种牌号为长焰煤,经该矿采取生产煤样化验结果,水分(空气干燥基)8.70%、灰份(干燥基)26.40%、挥发分(干燥无灰基)42.98%、低位发热量(干燥基)19.08MJ/kg,全硫(空气干燥基)0.77%。第二节 提高煤质的措施一、提高工作面的工程质量,杜绝冒顶事故的发生。二、回柱时打齐密集,严防窜矸。三、及时挂梁护顶,维护好顶板,防止掉漏矸石。四、运输巷下帮不得少于3个矸子仓,规格为(2m4m),。五、严禁打顶、打底或打在夹矸中。六、煤层变薄时必须控制采高,尽量不破顶底板,采高不得大于煤厚。七、如遇较大构造及时增补措施。第七章 安全技术措施第一节 一般规定一、施工前的规定施工前,由段(队)长负责组织,由技术员(编写人员)负责传达批准的炮采工作面作业规程,传达后进行考试、签字,成绩合格方可下井作业,不合格的人员必须补考,补考合格方可下井作业。轮休或请假的人员上岗前必须进行学习,并考试合格。干部工人学习、考试成绩分别登记在炮采工作面作业规程贯彻考试记录表上。二、工作面按装措施(一)开切眼概况开切眼长80米,沿顶板掘进,倾角6度,采用锚杆支护,配合铁丝网锚杆支护,顶板大部分完整,支护状况良好。(二)方法1、用单体液压支柱配合钢顶梁,齐梁齐柱走向布置,两梁一对,一梁三柱,组距0。75米。垂直指向煤壁且抵近开采一侧煤壁。2、升柱时,三人作业,一人升拄,两人上梁。严禁开动输送机。3、升柱前,应将柱腔中的空气排尽。(三)工序1、认真检查开切眼帮顶,空顶空帮必须接实背严。2、清理净开切眼内浮煤(矸)等杂物,切眼设备从上顺槽运入。3拆除的铁道等及时运到上出口50米外巷道一侧码放整齐,数量达要求时,要及时运走升井,不得影响通风,行人及运输。4先安装溜子,移刮板输送机靠帮达平直要求后按单体梁子。保证净高在2.1米左右,移刮板输送机靠帮达平直要求。5、按要求自下而上给梁打柱。保证单体初撑力,排列整齐,梁子平直,符合规格。(四)技术要求及安全注意事项1、按装前,风量必须满足正常生产要求,机电设备及有关生产和安全设施必须齐全完好。2、给棚必须三人在一伙自下而上逐棚进行,茬间距不小于15米。3、拉线支柱,准确定位,柱距075米,排距10米,做到支护尺寸符合规定横竖成行、牢固可靠。4,支保证柱角度合理牢固,初撑力不小于70KN。5、升棚时必须刹严接实顶板保证平稳,片帮沿走向大于0.3米处要及时进行超前临时维护。6、替棚前要敲帮问顶,找掉浮石伞檐 7、支柱要拴齐拴牢防倒绳,防倒绳拴在柱帽和三用阀之间。8、运送支柱前,注意周围是否有人防止伤人。9、严禁用运输机运料,人员不得在运输机上行走,不得坐在溜子槽沿和机头上。10、必须配备专职矿压监控员,不得空班,不得漏检,支柱初撑力的合格率必须大于95%。13、及时搞好超前支护。三、初次放顶根据本工作面煤层赋存条件,顶底板岩性,结合以往经验,决定从机尾开帮生产,放顶顺序自上而下进行,为确保初次放顶安全,特制定以下补充措施,施工中遵照执行。(一)组织准备1、初放前,由生产矿长任组长,技术负责人及有关生产科室人员组成初放领导小组,严格监督,贯彻初放措施。2、初放前,初放领导小组成员必须认真检查措施执行情况,工作面上、下出口畅通、运输、回风巷超前支护可靠,及工作面规格质量,特殊支架的数量质量,不具备初放条件,禁止放顶。3、初放前,工具材料准备齐全,风巷应不少于50根大料2米长圆木,6车小材,。4、初放期间,必须有初放领导小组成员、安监员、段跟班人员跟班到现场全面认真检查切顶密拄,正规支护是否合格。挑顶眼。及放炮前的准备情况。不具备放顶条件,禁止放顶。5、初放期间,必须在工作面建立台账,查面记录,认真记录矿领导跟班、查面的时间,同时记录领导的建议和对安全工作的指示。(二)初放安全技术要求1、工作面采完第一循环后打好第一排挑顶眼,仰角75度,眼深3.0米,眼距1.5米,先不装药。2、工作面采完第二循环后,同上面打好临时支护,同时打好第二排挑顶眼与第一排挑顶眼形成三花眼,排距2.0米。3、工作面采完第三循环后,两排挑顶眼,才允许装药,每孔装药量1.2kg,炮泥封满,装药后,将雷管脚线连接好,引到支护区。4、由下往上回收临时支护,将工作面支护缩为最小控顶距2.4米,每棚间内打一棵戗顶子,迎向老塘侧。此时,最大控顶距5.4米。5、放挑顶眼时,必须从下往上一个茬进行。工作面内停止与放挑顶炮无关的一切工作,联炮时,必须2人作业,一人联炮,一人负责观察顶板。6、严格执行四人联锁放炮制。7、放炮线长度75米,警戒距离75米,放炮距离75米,放炮员必须亲自送警戒人员,警戒人员必须在警戒地点设好警戒绳,警戒牌,放完炮后,方可撤除警戒绳和警戒牌。8、拉沟炮放完后,不能形成拉沟时,可翻掉2棵密柱,在距离密柱0.5米处,重新补打2棵相距0.7米的临时顶子,重新补打挑顶眼进行处理,严禁空顶作业。9、工作面拉沟形成后,每一个循环打一次挑顶眼进行放顶,直至直接顶冒落将采空区充满,经有技术人员和安检人员验收,合格后方可认为初次放顶结束。第二节 顶板管理一、移梁1、开工前班长必须全面认真检查煤壁、支架顶板等情况,确认安全后方准作业。2、 严格执行敲帮问顶制度,进入煤壁工作时,必须经常进行敲帮问顶,找掉好帮顶伞檐,此时有一人监视顶板与煤壁, 3、移梁三人一组,两人移梁一人升拄。先移副梁。移梁前要先把主梁单体重新升拄支牢。然后缓慢降副梁单体同时作业人员扶住梁体,但是人员的头手不许伸进梁子上方。人要站在梁子上侧不准在梁头及梁下作业。移完副梁把该梁老塘侧的单体回出打在煤帮侧梁头升牢。穿梁时必须在梁上垫木板保证接顶。4、架设支架要注意顶板和临近支架状况,发现异常立即停下处理。5、局部高顶要及时用木料刹牢,严禁支架超高和空顶作业。10、所有支柱,必须穿齐铁鞋,钻底还超过规定时,铁鞋下面须垫梁料以增大底板比压,支设牢固,严禁架设在浮煤(矸)上。11、所有支柱拴齐牢防倒绳,防倒绳拴在柱帽与三用阀之间,且必须每支一棚拴一棚。14、严禁缺梁少柱,并保证足够的初撑力15、损坏的柱、梁要及时更换并及时撤到下顺槽。16、工作面刮板输送机头,机尾打牢压顶子并拴牢防倒绳。二、放顶线管理1、 正常情况下,采空区侧回柱前应每棚间打一颗顶子2、悬顶处理:当老塘悬顶面积达25时,采取相关措施,补打挑顶眼放顶。3认真检查是否有卸载单体,保证切顶可靠安全。三、支护用品使用管理1、进入工作面的支柱顶梁,必须检查合格后方可下井,严禁不合格柱梁进入工作面。2、新入井的支柱,三用阀必须上紧,防止迸出;第一次使用时,支柱支设应先将柱升降(最大行程)2-3次,排净柱腔内的空气,才能使用。3、每班均要对工作面的支护用品进行检修并相应增补。4、单体支柱在搬运时严禁碰撞,严禁用锺等物品敲打柱缸和柱体。5、钢顶梁必须垂直工作面煤壁使用,损坏变形的顶梁不得使用。6、工作面支柱全承载,梁子在材料道靠放好。7、严禁单体液压支柱超高超低使用。8、单体活柱升出量不得小于780mm。9、严禁使用不合格的支柱,发现漏液及损坏的支柱,要及时更换。10、工作面坏柱坏梁及时运出,达一定数量后升井,并增补完好的柱梁。11注液枪不得随地乱放,挂在单体把手上。作业时注液枪不许对人。注液前先用枪把注液口冲洗干净。四、两巷支架回撤1、回撤前,首先加强巷道支架维护和浮煤矸清理工作,确保巷道安全畅通。2、回棚前首先准备好拔柱器、卸载后把、长钎等回棚工具等。3、回棚时,要严格执行敲帮问顶制度,找掉悬岩危矸。4、回出后,用卸载手把缓慢卸载支柱,拉出棚梁和支柱。5、回出的木料要及时运出巷道,堆放在指定地点不得影响行人、通风及运输。五、预防冒顶1、回采过程中加强支护,必须保证足够初撑力,防止顶板下沉发生冒顶。2、煤壁必须采直刷齐,不得留有伞檐,当煤壁松软片帮严重时,必须超前管理顶板,打齐靠帮柱。3、进入煤壁工作前,必须坚持敲帮问顶制度,设专人观察顶板并挂齐顶梁,严禁空顶作业。4、工作面严禁出现大棚档和单棚。加补棚或调整棚时,应两梁三柱同时架设。5、放炮和回柱放顶前,必须对顶板进行维护,整改不合理支架,严禁空顶作业。未维护好严禁放炮和回柱放顶。第三节 防治水该矿煤层水文地质条件较简单,工作面运输、回风道、开切眼掘进中,未发现顶板有滴、淋水现象,相邻的采空区内基本无积水。一、若工作面回采过程中发现顶板有滴、淋水现象,应及时与地测部门联系。二、如果工作面出现透水预兆(挂红挂汗,空气变冷,产生雾气,煤壁变潮,底板鼓起等)应及时汇报矿调度,并停止作业,如情况紧急,应立即发出警报,并通知可能受水灾威胁的人,沿避灾路线撤退。第四节 爆破管理一、打眼1、打眼工必须经过专业培训,专职打眼。2、电钻联、启、闭必须灵活,零部件齐全,电缆及综合保护必须完好,跨输送机的电缆沿人行道挂好,否则不准 操作。3、选择合格的电钻、钻头、并安设牢固。4、作业前应抹掉手套,扎紧袖口,系好毛巾,认真观察顶板及围岩情况,发现隐患,应及时处理。5、禁止在旧眼、残眼内或在煤(岩)裂缝中打眼,禁止用打眼的方法加深炮眼残底,禁止站在输送机上打眼,打眼过程中,禁止用手或戴手套扶托钻杆。6、打眼工应按作业规程中爆破说明书的炮眼布置方式打眼且不打夹矸,对凹凸不平的煤壁要根据情况减小或
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