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煤矿作业规程

广丰煤矿

作业规程工作面名称11102采煤面

编制单位:广丰煤矿技术部

编制人:刘林勇

施工队:

时间:二0一三年十一月二十日

矿审批意见

审批人员签字

矿长:年月日总工程师:年月日安全副矿长:年月日生产副矿长:年月日机电副矿长:年月日

补充建议:

广丰煤矿规程、措施贯彻学习记录单位时间年月日

贯彻人参加学习人数

学习内容

员工学习签名

序号签名序号签名序号签名序号签名

1 16 31 46

2 17 32 47

3 18 33 48

4 19 34 49

5 20 35 50

6 21 36 51

7 22 37 52

8 23 38 53

9 24 39 54

10 25 40 55

11 26 41 56

12 27 42 57

13 28 43 58

14 29 44 59

15 30 45 60

目录

第一章概况 (3)

第一节工作面位置及井上下关系 (3)

第二节煤层 (3)

第三节煤层顶底板 (3)

第四节地质构造 (5)

第五节水文地质 (5)

第六节影响回采的其它因素 (5)

第七节储量及服务年限 (6)

第二章采煤方法 (6)

第一节巷道布置 (6)

第二节采煤工艺 (6)

第三节设备配置 (8)

第三章顶板管理 (10)

第一节支护设计............................................................... .10第二节采场管理 (11)

第四章生产系统 (14)

第一节运输系统 (14)

第二节通风监控系统 (14)

第三节排水系统 (16)

第四节供电系统 (16)

第五节通信照明系统 (17)

第五章劳动组织和主要技术经济指标 (17)

第一节劳动组织 (17)

第二节主要技术经济指标 (18)

第六章煤质管理 (19)

第七章安全技术措施 (20)

第一节一般规定 (20)

第二节顶板 (20)

第三节爆破 (21)

第四节机运管理 (24)

第五节一通三防 (25)

第六节强行放顶措施 (26)

第八章应急措施及避灾路线 (26)

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

11102采煤工作面位于主斜井以北,距离主斜井200余米。工作面上部是1301工作面采空区,下部是11102进风巷。该工作面走向长60余米,倾斜长50米。所采煤层为C1煤层,煤层倾角12~18度,走向0度,煤厚1.4-1.8米,所采水平为+2375~+2400。

表1 工作面位置及井上下关系表

水平名称+2375m 采区名称11102采区

地面标高+2513m 井下标高+2375~+2400

m

地面相对位置全部为陡坡地貌,地面无建筑物和其它工业设

施。

回采对地面设施

的影响

无其它建筑物和设施,回采对地面无影响

井下位置及与四

邻影响

为于矿井2375水平C1#煤层,工作面靠矿井北面为井田边界,工作面南到主斜井。沿倾斜向上为地表1301采空区,倾斜向下为11104采面(现尚无任何工程),相应的上覆煤层5号层未开采,无下伏煤层。

走向长度/m 60m 倾斜长

50m 面积/m2 3000

第二节煤层

本工作面设计开采的煤层为C1#煤层,通过地质资料分析,该工作面范围内,C1#煤层赋存不稳定,上下两顺槽有多处小构造,煤层厚度在1.4~1.8m之间。附图1:煤层柱状图。

广丰煤矿煤系地层综合柱状图

地层单位煤层编号

柱状

煤层厚度

岩性描述

主要为灰色,深灰色隐晶质

石灰岩,含燧石结核和薄层。

主要为灰色,深灰色泥质页

岩为主,夹石英砂岩薄层,含少量的铁质结核。

黑色,玻璃光泽,粉块状,夹丝炭透镜体。

主要为深灰色泥质页岩,含石英砂岩薄层。

黑色,暗淡光泽,块状。 主要为深灰色、灰黑色的泥岩及石英砂岩,含较多的植物,瓣腮类腕足类,头足类及苔藓虫化石。

黑色,暗淡色,块状,煤质较差。

深灰色的石英砂岩,底部为灰色的矿质泥岩。

主要为灰色砂质泥岩及灰色泥页岩,中部为灰白色的细粒石英砂,夹薄煤层。

黑色,暗淡光泽,块状,质

劣。

主要为灰白色中细粒石英砂

岩,中部为含深灰色泥页岩。

黑色,暗淡光泽,块状。

黑色,油脂光泽,粉块状,

灰丝炭透镜体。

主要为灰黑色的泥质岩,中部为细砾石英砂岩,含腕足类、头足类及苔藓虫化石。

...

....

......图1

...

...

......

...............................................

...

..

...........................

...................

..

黑色,暗淡光泽,粉块状,夹丝炭透镜体。

24.010.8~

38.21.921.5~2.2

15.49.4~22.817.657.6~27.40.350.2~0.648.98.4~9.40.950.2~1.510.6

7.6~16.2

0.160.05~0.22

10.99.4~13.2

0.31

0.1~0.566.453.8~7.41.511.4~1.8

17.2

1.34~21.00.1~0.5上

司 C 组

寿

C

上下7

#

6

#

5

#

4

#

3

#

2

#

1

#

......

....

...

..........

......

(311)

2

第三节煤层顶底板表2 煤层顶底板情况表

顶、底板名称岩石名称厚度

(m)

硬度系

特征

基本顶粉砂岩7.4 3~5灰色、浅灰色

直接顶粉砂质泥岩 6.45 3~5深灰色

直接底粉砂岩 1.34 2~4深灰色

第四节地质构造

11102回采工作面整体上为一单斜构造,地层13~23°,平均18°,工作面总体倾角较缓。根据周边分析,该区域应无大构造,对11102回采工作面无大的影响。

第五节水文地质

工作面涌水情况

11102回采工作面主要充水水源为周边采空区积水,预计无自然涌水现象,只是局部地段可能遇少量的顶板淋水。根据邻近掘进工作面水文地质情况,预计该工作面最大涌水量0.33m3/min,正常情况时仅出现少量的顶板淋水现象,正常涌水0.06m3/min。

第六节影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

本矿井为低瓦斯矿井,本煤层绝对瓦斯涌出量0.73m3/min.但是,在回采时,必须加强通风管理,防止无风、微风作业。

二、冲击地压和应力集中区

无冲击地压危险和应力集中区。

三、地质部门的建议

1、本块煤层回采前应合理选择架型,提高资源回收率。

2、本块煤层赋存特殊,回采中应加强顶底板管理。

3、加强水文情况观测,严格执行防治水措施。

第七节储量及服务年限

一、储量

工业储量:Qt=走向长×倾斜长度×容重×煤平均厚度=60×50×1.40×1.6=6720t

可采储量:工作面可采储量采出率取95%,可采储量为6384。

二、采煤工作面服务年限

工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度=(60-20)/(2×30×0.85)=0.8个月。

第二章采煤方法

根据煤层赋存条件,选择采用单一走向长壁后退式采煤法(一次采全高)

第一节巷道布置

回风巷:层位:C1#,支护方式:工字钢梯形棚,上宽1.8m、下宽2.6m、净高2.0m、净断面积4.6m2。

开切眼:层位:C1#,支护方式:梯形木棚支护,净高为全煤高、上宽1.8m、下宽2.6m。

运输巷:层位:C1#,支护方式:工字钢梯形棚,上宽2m、下宽2.8m、净高2m、净断面积4.8m2。

回采方向:由西向东。采止位置:C1#运输巷(650皮带巷)留20m煤柱。(附图11102采煤工作面平面示意图)

第二节采煤工艺

一、工艺流程

交接班→检查处理安全→打眼→装药连线→重新补液→布岗、汇报→放炮排烟→临时支护→检查安全→打护身支护→攉煤→移溜→支基本柱→回柱放顶。

二、采高和循环进度

1、采高的确定:工作面跟顶回采,正常回采期间,采高控制在1.4-1.8之间,平均1.6m,初放期间可控制在1.6m 以内;如局部变薄,可跟顶破底回采,特殊

情况另补措施。

2、循环进度:采用,“边采边准”作业制,每班循环进度为1m ,圆班时度

2m 。 三、 落煤

1、落煤方式:放炮与手镐落煤相结合。

2、炮眼布置方式与爆破方法。

(1)、炮眼布置方式:三花眼布置、炮眼间距为800mm 、深度为1.2m 。

(2)、爆破方法:串联放炮、瞬发雷管配合煤矿乳胶炸药正向装爆破。 (3)、炮眼布置三视图(附图3)

300

500

800

A

A

B

B

1600

8~

炮眼布置图

75°B-B

A-A

300

500

800

A

A

B

B

1600

8~

炮眼布置图

75

°

B-B

A-A

300

500

800

A

A

B

B

1600

8~

炮眼布置图

75°

B-B

A-A

(4)、采面爆破说明书见表4

表4炮眼说明表

炮眼布置方式三花眼

放炮方法瞬发雷管、正向爆破

连线方式串联一次放炮个数≯15个

炸药

种类煤矿乳胶炸药雷管顶眼0.2kg/眼

底眼0.4kg/眼炮眼封泥长度≮0.5m

四、装运煤

1、装煤:放炮后由人工将放落的煤装入工作面刮板输送机,再由刮板输送机运至650皮带到煤仓,再由煤仓转入主斜井皮带运出地面。攉煤顺序为先采空区侧,后煤壁侧,分段进行。采场内的浮煤由上而下回收。

2、运煤路线:11102工作面→11102运输巷→650皮带巷→煤仓→主斜井皮带巷→地面。

五、工作面支护及采空区处理

1、支护形式:单体液压支柱配合金属铰接顶梁,齐梁齐柱、一梁一柱形式,正常生产采用“三四排”管理。炮后出煤前及时支设临时护身点柱,其柱距不得大于1.5m(支设点柱时严禁攉煤)。

2、支护质量:

(1)、工作面支柱、顶梁、水平销及柱鞋备齐、备足,并有备用支护材料,材料须按指定地点码齐。

(2)、支柱打成一直线,排距1000mm,柱距700,偏差均不超过±100mm,新暴露的顶板要用临时支护。

(3)、支柱支设应打在实顶底板上,迎山有力,有一定的迎山角,工作面支柱必须全承载。

(4)、支柱钻底量大于100mm时要穿底鞋,初撑力不得小于90KN,不足要进行二次注液。

(5)、挂梁后水平销要打满劲,水平销应水平插入顶梁牙口内,严禁将水平销立插,正常情况下的插入方向是小头朝工作面上方,禁止用木楔或其它物品代替水平销。

(6)、煤层变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或压死,活柱伸出量不少于150mm。

(7)、不得使用折损的坑木,损坏的顶梁和支柱,一旦发现立即更换。

3、采空区处理:工作面采空区采用全部垮落法处理。

六、采煤工作面正规循环生产能力

W=L×S×h×r×c

=(50×1×1.6×1.40×95%)t

=106t

w:工作面正规循环能力

S:工作面循环进尺

L:工作面平均长度

h:工作面设计采高

r:煤容重

c:采出率

第三节设备配置

机电设备配备见表5

表5:机电设备配备表

数量序号名称型号

使用量备用量

1 馈电开关KBZ-400

2 1

2 刮板机磁启QBZ-120 2 1

3 皮带机磁启QBZ-80 1

4 乳化泵磁启QBZ-120 1 1

5 刮板机SJB-400 2

6 皮带机SJB-650 1

7 煤电钻综保ZBZ-4.0 2

8 煤电钻ZM15D-1.5 2

9 乳化液泵BRW80/120 1 1

10 潜水泵OYW-25/70N 1

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、单体支护强度验算

1、采用经验公式计算支护强度:

P t=9.81×h×γ×k

=(9.81×1.6×2.5×7)KN

=274.68KN

式中 P t—工作面合理的支护强度

γ—顶板岩石密度,一般取2.5 t/m3。

h—采高,1.6m

k—工作面支柱应支护的上覆岩层与采高之比,一般取4-8。

2、11102工作面支柱实际支撑力:

R t=k g×k z×k b×k h×k a×R b

=(0.99×0.93×0.95×1.0×1.0×292)KN

=255.08KN/m2

式中 R t—支柱实际支撑能力

k z—工作系数

k b—不均匀系数

k h—采高系数

k a—倾角系数

R b—单体支柱平均支撑能力

3、工作面基本支柱合理支护密度:

n=p t/R t

=274.68/255.08

=1.07(根/m2)

式中n—支柱的支护密度,根/m2

根据现场实际情况,取工作面排距为1.0m,则基本支柱柱距:

L柱=1.0÷(L排×1.07)

=1.0÷1.07

=0.9m

式中L柱—支柱基本排距

式中L柱—支柱基本柱距

根据以上计算结合我矿的实际情总,确定工作面基本柱距为0.7m。

二、浮化液泵站管理

1、泵站设备的的维修管理由矿机电人员负责。

2、泵站司机持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度。

3、泵压超过18MP,乳化液浓度达2%-3%,有配比检测手段,配液用水为中性水泡油型,且泵站周围不得有积水、积物。

4、开泵前检查泵站系统各部件,达不到完好不准开泵。

5、液压管路无滴漏现象,密封圈和油管损坏后及时更换。

第二节采场管理

一、采面布置及顶板管理方法

顶板铺挂金属网、支柱拴有联锁防倒绳,采用末排密集支柱切顶、全部垮落法管理顶板。

二、控顶方式

采用“三、四排”控顶,基本点柱柱距为0.7m,排距为1.0m,炮道宽度为0.7m,最大控顶距为4.2m,最小控顶距为3m,放顶步距为1.0m,末排切顶支柱密度为3-4根/m(详见图采场支护平、剖面图所示)。

四、密集支柱与特殊支护

1、单排切顶密集。正常回采期间,采空区采用单排密集切顶,切顶打在放顶线一侧,每5m距离留一个不小于0.5m的安全出口,柱与柱之间留有0.2m的间隔,以便后面回柱时拴牵引绳。与正规支柱一样打成直线,迎山有力,初撑力不小于90KN。

2、堆柱:当顶板悬顶面积大需支设堆柱时,在密集支柱侧支设堆柱,每组不少于4根单体支柱,每组间距为3-5m。

五、回柱放顶

1、回柱顺序

挂拔柱器→挂卸载手把→卸载→拉柱→回收铰接梁。

2、操作方法

(1)采用人工分组分段回柱放顶,每组三人协同操作,并指派有经验的人员观察顶板,回柱时,相邻回柱点之间的距离不得小于25m。

(2)每组分段回柱时,分段地点必须选择在采空区顶板已充分垮落、采场顶板完整、支护可靠、退路畅通的地段。回柱前先在分段处设一排伪斜过渡挡矸密集,该密集与采面走向成15~30°的上仰角,密度不得少于5根/m。

(3)每组回柱放顶前,必须先补齐分段范围内所缺的支柱,并重新注液加固牢本段范围的所有支柱,且掺好临时护身支柱,维护好退路,确保畅通。

(4)回柱按由下往上的顺序逐根进行,且新密集必须超前于旧密集回撤点1.0m支设。

(5)回柱时,先将扒柱器挂在回柱地点上方安全牢固的支柱上,并拴牢待回支柱,然后回柱人员站在煤壁侧远距离卸压,待顶板垮落稳定后,迅速取出支柱。

(6)采面回柱支护后剩下的多余支柱靠末排密集按堆柱形式支设,以便需要用支柱时随时取用。

(7)遇以下情况均严禁回柱:

a 基本支柱未支设齐。

b 采空区悬顶超过(2×5)m2规定。

c 安全退路不畅通或有人在附近作业通过时。

d 特殊支护不齐、护身支柱未掺。

六、端头支护及顺槽管理

1、端头支护

(1)溜子机头采用四对八梁抬棚支护,顶梁为长3.6 m的π型梁或工字钢梁。每根棚梁下支设三根单体液压支柱;同一组的两根棚梁交错 1.0m,棚梁间距为0.2m;组距中对中0.70m,按1.0m的步距交替前移。

(2)在工作面上下端头超前缺口的斜长为2.0m,并随时保持超前煤壁1.0m,高度为全煤,严禁破顶、底板。

2、顺槽维护

(1)、机、风巷超前支护:

机、风巷从采面煤壁侧往外0-10m段,采用双排单体支柱配合金属铰接梁靠两帮支设;采面煤壁往外10-20m段,采用单排单体液压支柱配合金属铰接梁靠采面侧支设。且确保人行道净宽≥0.7m。

(2)、机、风巷的维护:

①、回采过程中,必须加强顺槽安全出口维护,使机、风巷煤壁超前20m范围内支护体完整可靠,且巷道净高不低于1.6m,巷道净断面不低于3.2m2,行人侧宽度不小0.7m。

②、机巷从采场煤壁至放顶线段保留原巷支护和超前支护,并且每日必须对放顶线往外20m以内的单体液压支柱进行补液加固,以牢固支撑半圆木及机巷顶板。

3、顺槽护巷回撤

1、风巷回撤与采面密集支柱回撤同步,但与采场回柱放顶的距离不得小于

2.4m;机巷放顶线至机尾挡矸密集段:除保留原巷的支护和超前支护外,在原巷道上帮位置支设一排走向挡矸密集。

2、当顶板压力小且顶板完整、稳定时,采用人工回撤,当顶板压力大,顶板破碎松软时,只能用回柱绞车回撤。

3、回撤前,必须敲帮问顶,找净危岩活石,掺好临时护身支柱,维护好安全退路,保证退路安全畅通。

4、用回柱绞车回撤时,必须严格按《绞车回柱操作规程》规定进行。

每班派专人对采面支柱进行多次的重新注液加固。

4、周期来压支护措施

1、加强顶板动态监测,回采过程中随时掌握周期来压的步距。

2、加强采面密集支设及防推金属铰梁与保险支柱的支护质量,确保每根单体支柱的初撑力不小于90KN。并将采面所有闲置的支柱支设在末排处,以强化支护。

3、来压前的两个循环必须严格按初放措施要求对采面进行强化支护。

4、一旦发现来压征兆,及时撤出工作面所有人员至风机巷支护完好的安全地点,并向调度汇报,待顶板稳定经值班队干(或值班长)安全员两人一同巡检无隐患后才准进入采场作业。

5、采空区悬顶处理措施

采空区悬顶面积不得大于2m×5m,超过此规定时必须按下列要求对该区域及上下5m范围进行强化支护。

1、堆柱间距同步缩小为3m,每组不少于4根。

2、加强支柱补液,必须确保悬顶段及前后5m范围每根支柱初撑力≥90KN,消除失效支柱和空载支柱。

3、必要时根据现场悬顶情况,采取强行放顶措施。

(五)、遇断层及破碎带支护措施

1、备齐足够的坑木、背板及单体支柱,以便随时调用。

2、将炮眼间距缩至0.6-0.8m,每眼装药量降至0.20Kg,将顶眼至顶板的间距增大600mm,放炮前,对采后所有支柱重新注液紧柱。

3、一次放炮个数不超过3个,每次炮后及时恢复放炮打倒的支柱,并用一次一梁二柱形式支护牢放炮新爆露的顶板,冒落空间用坑木或背板背顶严实,支护好顶板后才准放第二炮。

4、工作面遇断层及破碎带时,该区域内的支护形式(戴帽点柱),立即改为一梁二柱支护,其棚距为0.60m,棚梁采用长1.5m,Φ≥200mm的半园木;断层面以斜撑形式强化支护。

(六)、软底支护措施

若支柱插底量达到≥100mm以上,且工作面支柱的初撑阻力达不到要求时必须采取下列措施:

1、基本支柱根根穿铁鞋或垫料,其规格为:材质为木料时长×宽×厚=300×200×150mm;材质为槽钢时长×宽×厚=200×200×10mm铁鞋。

2、不得留顶、底煤开采。

3、确保工作面支护密度达到要求,堆柱支护齐全,支柱有一定的迎山角。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、出煤系统

工作面攉出的煤全部由刮板机、650皮带运至煤仓,然后由主斜井皮带运出地面。

二、运输安全技术管理

1、皮带机司机应由经过技术培训,懂得操作要领,考试合格,取得操作资格证书,责任心强的同志担任。

2、皮带机运行前司机必须按操作规程对皮带机进行运行前的全面检查,开机时要点开,不能一次性启动皮带机。

3、设专人定期维护皮带机。严禁带病运行。

二、运料安全技术措施

1、运料路线必须经常检查,发现问题及时处理,确保运料路线畅通无阻。

2、人工向工作面运料时要稳,2人抬时动作要统一,防止碰手碰脚

3、运料系统的各种信号必须经常检修,确保灵敏度可靠。严禁用刮板输送机运料。

4、人工搬运单体液压支柱时,严禁拖拉,应人工抬运轻抬轻放。

5、装运单体到工作面时,应卸下三用阀,并用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口,以防煤尘和其它物口进入。

第二节通风与监控系统

一、通风系统

1、通风系统(见附图:通风系统及监测系统示意图)。

新鲜风流:2340水平运输巷→11104上山联络巷→650皮带运输巷→刮板机运输巷→11102工作面。

乏风流:11102工作面→11102回风巷→2375水平巷→1号暗斜井→地面。

2、风量确定(见下表:风量计算表)

项目计算单位

按瓦斯绝对涌出量计算Q=100qk=100×0.75×1.45=108 m3/min 按工作面温度计算Q=60vs=60×0.8×(4×1.4+3×0.8)/2=192 m3/min 按同时工作最多人数计算Q=4KN=4×1.45×27=156m3/min 按一次放炮炸药量计算Q=25A=25×6.7=167 m3/min 11102采面实际风量156 m3/min 最低风速Q1=156>15×S1=15×4×1.4m=84m3/min 按风速验算

最高风速Q2=156<240×S2=240×3×0.8m=576m3/min 最后确定11102采面风量156 m3/min 说明:Q为工作面实际需要风量,m3/min;q为瓦斯绝对涌出量0.75,m3/min;k瓦斯

涌出不均匀系数取1.35~1.45;V工作面平均风速,m/s;S工作面控顶面积,可按最

大控顶和最小控顶面积的平均值计算。A工作面一次放炮最大装约量S1S2分别为工作

面最大断面积和最小断面积。

三、监测系统

在风巷设探头T1、T2,运输巷安设探头T3;探头T1安设在距11102工作面风巷煤壁10m处,并随采面推进而移动,T2安设在11102工作面回风巷与650皮带巷交岔点位置往外10m处,T1报警浓度为0.8%,断电浓度≥1.0%,复电时的瓦斯浓度<0.8%,T1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;T2报警浓度为≥0.8%,断电浓度≥1.0%,复电浓度<0.8%,T2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;探头T3安设在距11102工作面下出口往外5-10m处,随采面推进移动,T3报警、断电浓度为≥0.5%,复电浓度<0.5%,T3断电范围为11102工作面进风巷内全部非本质安全型电气设备。在T2处安设co探头。

四、综合防尘系统(附图)

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。

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