307采煤工作面作业规程.docx
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307采煤工作面作业规程
丰城曲江煤炭开发有限责任公司
炮采工作面作业规程
编号:
采20111201号
工作面名称:
212炮采面
编制人:
胡剑鹏
施工负责人:
聂群华
总工程师:
主管矿长:
批准日期:
年月日
执行日期:
年月日
会审意见
会审单位及人员签字:
生产科:
年月日
通风科:
年月日
防突科:
年月日
机电科:
年月日
安全科:
年月日
供应科:
年月日
劳资科:
年月日
通风副总:
年月日
总工程师:
年月日
会审意见
生
产
科
通
风
科
防突科
机
电
科
安
全
科
供应科
劳资科
通
风副总
总
工
程
师
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他因素…………………………………5
第七节储量及服务年限………………………………………5
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……………………………………………………8
第一节支护设计………………………………………………8
第二节工作面顶板控制………………………………………12
第三节顺槽、风巷及端头顶板控制………………………12
第四节矿压观测………………………………………………13
第四章生产系统……………………………………………………13
第一节运输……………………………………………………13
第二节“一通三防”与安全监控…………………………14
第三节排水……………………………………………………16
第四节供电……………………………………………………16
第五节通信、照明…………………………………………………17
第五章劳动组织主要技术经济指标………………………………17
第一节作业循环和劳动组织……………………………………17
第二节主要技术经济指标………………………………………19
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……………………………………………………23
第三节防治水…………………………………………………24
第四节爆破………………………………………………………24
第五节“一通三防”及安全监控………………………………26
第六节运输……………………………………………………27
第七节机电……………………………………………………28
第八节其他……………………………………………………29
第八章灾害应急措施及避灾路线………………………………33
附:
学习贯彻考试情况表………………………………………35
附图:
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
曲江公司-850水平采煤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
水平名称
-850
工作面名称
307炮采面
地面标高
+22.7
井下标高
-872.090~-908.088
地面相对位置
地面为水田和旱地、无大型建筑物。
回采对地面设施影响
地表为水田和旱地、无大型建筑物。
工作面回采时,对地面设施影响不大,但仍应注意地表沉降情况,加强沉降观测工作。
井下位置及相邻关系
北为306工作面采空区,南为东二下山采区未开采区,西为东二轨道下山、东二运输机下山,东为大断层(落差7.8)
走向长度/m
166.3
倾斜长度/m
158.2
面积/m2
26308.6
附图1—1:
工作面平面位置图
第二节煤层
采煤工作面开采煤层情况见表2。
表2煤层情况表
开采煤层
B4
煤层结构
单一
煤层倾角/(°)
12-13
煤层厚度/m
2.6~3.0
煤种
焦煤
平均角度(°)
12
平均煤厚/m
2.8
硬度系数
0.6
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
公司B4煤层为黑色半暗型,玻璃光泽,粉状为主,块状次之。
内生节理发育,局部有煤层变薄现象,含少量夹矸,厚0.1-0.5米,煤层走向40°-60°,普氏系数0.6
第三节煤层顶底板
开采煤层顶底板情况见表3。
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
粉砂岩与细砂岩
2.0-4.0
灰黑色、灰白色、薄层状、水平层理,粉砂岩与细砂岩互层
直接顶
粉砂岩
8.0-10.0
灰黑色薄层状、夹镜煤煤线
伪顶
炭质页岩
0.1-0.3
炭质泥岩、黑色、鳞片状、染手。
伪底
炭质泥岩
0.1-0.3
炭质泥岩、黑色、鳞片状、染手
直接底
泥岩
2.0-4.0
泥岩、灰褐色团块状、含鲕粒、遇水膨胀
老底
粉砂岩
12
灰黑色薄致密,产少量植物化石及磷铁矿结核
附图1—2:
工作面地层综合柱状图
307工作面岩性柱状图
层号
煤、岩层名称
柱状
厚度(米)
岩性描述
1
老顶
2.04.0
粉砂岩与细砂岩,灰黑色、薄层状,粉砂岩与细砂岩互层。
2
直接顶
8.010.0
粉砂岩,黑色、水平层理、薄层状.产少量植物化石、夹镜煤煤线.
3
伪顶
0.10.3
炭质页岩,黑色、鳞片状、染手
4
B4煤层
2.8
B4煤、黑色、半亮型,粉状为主,块状次之、内生节理发育.
5
伪底
0.10.3
炭质泥岩、黑色、鳞片状、染手
6
直接底
2.04.0
泥岩,黑色(褐)团块状.含腼粒,夹煤线,产少量植物化石、遇水膨胀.
7
老底
12
粉砂岩,灰黑色,较破碎,薄-中厚层状,钙泥质胶结,薄层泥岩,产少量植物化石及菱铁矿结核,个体较大。
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响见表4
表4断层情况表
构造名称
走向/°
倾向/°
倾角/°
性质
落差/m
对回采影响程度
F307顺-1
137
NE
52
正断层
6.5
影响较小
F307顺-2
182
NW
35
正断层
0.6
影响较小
二、褶曲情况及其对回采的影响
根据现有巷道揭露资料和勘探钻孔资料分析,断层均向工作面内延展,但在停采线之外,对回采工作影响较小。
附图1—3:
工作面切眼素描图
第五节水文地质
一、根据工作面掘进时揭露情况及相关勘探资料显示,水文地质条件相对简单,工作面预计涌水量不大,水源主要为岩层裂隙水及生产用水,对工作面回采影响不大。
二、涌水量
矿井正常涌水量:
30m3/h矿井最大涌水量:
45m3/h
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况见表5
表5影响回采的其他地质情况表
瓦斯
矿井为煤与瓦斯突出矿井Q:
15.5m3/吨
地压
矿井属深部开采,地压大,巷道维护困难
煤尘爆炸指数
煤尘具强烈爆炸危险性KB4:
24.2%
煤的自燃倾向性
煤层块状为主,内生节理发育,含硫2.09%,易自燃,发火期2-6个月
地温危害
地温梯度2.54℃/100m,平均地温大于26℃
二、地质部门的建议
(1)该面顶板裂隙发育,回采过程中应加强顶板管理。
(2)接近断层时,应提前做好过断层措施,加强煤壁和顶板的管理。
(3)回采过程中如遇地质异常,及时与地质部门联系。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
104603吨,
可采储量:
本矿的炮采工作面回采率为95%,可采储量99372.8吨。
二、工作面服务年限
工作面服务年限=(开采长度/设计月推进长度)(月)=(167/1*2*30*85%)=3.3(月)
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况:
工作面采用走向长壁布置,回风巷运输巷、开切眼、出煤巷皆跟顶板掘进,采用锚、网、梁支护,巷道高2.6米,宽3.2米
二、工作面运输巷
307面下部为运输巷,梯形,上宽3.0m,中宽3.2m,下宽3.4m,中高2.6m,采用锚网梁、锚索梁组合支护,压力大。
担任出煤通风工作,为实体煤巷。
三、工作面回风巷
307面上部为回风巷,梯形,上宽3.0m,中宽3.2m,下宽3.4m,中高2.6m,采用锚网梁、锚索梁组合支护,压力大。
回风进料用,为实体煤巷。
四、采煤面开切眼
307面切眼,在工作面东边,掘进时上宽3.0m,中宽3.2m,下宽3.4m,中高2.6m,采用锚网梁组合支护。
为工作面安装设备开采用。
五、高冒巷
307面高冒巷与风巷平行距离25米,距煤层顶板17米纯岩柱。
拱形,断面:
宽3.0m×高2.6m,采用锚网梁组合支护。
为抽放瓦斯专用巷道。
附图:
2—1巷道平面位置图
第二节采煤工艺
一、简述采煤工艺
采煤方法
走向长壁区内后退式采煤法
回采工艺流程
打眼→装药→爆破→挂梁(临时支护)→攉煤→移溜→补正规柱→回柱
落煤方式
放炮与手镐落煤相结合
装煤及运煤方式
工作面放炮后,由人工将放落的煤装入刮板输送机,由输送机运出;顺槽采用刮板输送机运煤。
二、采用爆破落煤:
㈠炮眼布置设计:
炮眼具体的布置要求。
㈡填写爆破说明书
爆破说明书
炮眼布置
炮眼布
置方式
炮眼
深度
眼距
脚眼距
底板
炮眼与煤壁
水平夹角
炮眼与顶底板
垂直夹角
三花眼
1.0
1.0
0.4
75°~80°
10°~15°
装药
附炮眼布置及装药结构图
起爆要求
爆破器材
名称
炸药
起爆器
雷管
规格
矿用乳胶84#
MFJ-100型
毫秒前5段
联线方式
串联
爆破参数
附:
爆破参数一览表
附图2—2:
炮眼三面投影及装药图
2500
400
600
四、工作面正规循环生产能力
W=LSh
c=158.2×2.5×1.0×1.42×0.95=534T
式中W——正规循环生产能力,t;
L——工作面平均长度,m;
S——工作面循环进尺,m;
h——工作面设计采高,m;
——煤的视密度,t/m3;
c——工作面采出率,%。
第三节设备配置
工作面机械设备配备见表6。
表6工作面机械设备配备表
使用地点
设备名称
规格型号
数量
单位
备注
工作面
工作面溜子
SWG-150型
1
部
顺槽
顺槽运输机
SWG-40T型
3
部
顺槽联巷
SWG-40T型
1
部
煤电钻
MSE-1.2KW
2
台
东二轨道下山
绞车
JD-11.4KW
2
部
进料使用
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、顶板管理方法的选择
㈠顶板管理方法:
全部垮落法
㈡验算
(1)当直接顶与老顶之间的垮落厚度大于工作面采高时,则可采用全部垮落法管理顶板。
(2)计算方法:
△=∑Hz+m-∑Hz*kp
=10+2.5-10×1.5=-2.5m
式中:
△——直接顶与老顶之间的垮落厚度(米)
∑Hz——直接顶厚度(米)
m——工作面采高(米)
kp——碎胀系数。
1.25-1.5
㈢结论通过计算△大于或等于m,则该工作面可采用全部垮落法管理顶板
二、工作面的支护设计:
包括工作面、端头和运输巷、回风巷支护设备的选型、支柱密度的选择、基本支架柱排距确定、柱鞋的规格尺寸等内容。
㈠计算合理的支护强度,采用下列方法计算,取其中最大值即为工作面合理的支护强度。
⑴、根据单体的额定工作阻力、顶板参数、矿压观测数据等计算支护密度即柱距。
直接顶对支架的压力(AZ):
AZ=∑Hz*Vz
式中:
AZ——直接顶对支架的压力(T/m2);
∑Hz——直接顶厚度(米);
Vz——直接顶容重(T/m3)2.2;
AZ=10×2.2=22T/m2
老顶对支架的压力(An):
An=∑Hn*Rn*Ln/(R*L)
式中:
An——老顶对支架的压力(T/m2);
∑Hn——老顶厚度(米);Rn——老顶容重(T/m3)
Ln——老顶来压步距(米);9-11m取10m;
R——老顶对支架的压力系数;L——最大控顶距(米)。
则An=4×2.2×10/(4.8×4)=4.58T/m2
支架承受的压力(Ap):
Ap=(AZ+An)*S大/S平
式中:
S大——最大下沉量(米);
S平——平均下沉量(米)。
Ap=(22+4.58)×(170/110)=41.2T/m2
支柱的实际承受力(Ac)=额定能力*倾向支撑效率*走向支撑效率
Ac=25×0.8×0.85=17吨/根
支护密度M=Ap/Ac=41.2/17=2.42根/m2柱距:
0.5m
(2)、根据支护要求计算支护材料(单体、顶梁)数量、
单体:
158.2/0.5×5.5+80=1820根
梁子:
158.2/0.5×4.5+80=1504根
(二)控顶距的确定根据该工作面顶底板条件,该工作面采用见四回一管理。
(三)根据上述有关参数,结合采高等因素,307炮采工作面选取DZ-28型单体液压支柱,HDTA-1000型金属铰接顶梁。
三、乳化液泵站
1、液压管路:
乳化泵站设在-850东大巷→东二运输机下山→307顺槽→工作面各球形阀10mm高压管
2:
泵站设备及数量:
设备名称
乳化液泵
乳化液箱
设备型号
XPB2B
XRXTA
数量
2台
1只
3、泵站及管理要求:
(1)泵站设备的维修管理由回采一队负责,维修管理措施质量要求及管理制度由回采一队负责制定实施。
(2)泵站司机持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度,必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。
(3)泵压超过18MPa,乳化液浓度达2%-3%时,有配比和检测手段,配液用水为中性水泡油型,且泵站周围不得有积水、积物。
油箱必须有过滤网,正常情况下油箱必须盖好。
(4)泵箱的自动给液装置应配备齐全完好,严禁开空泵、漫油箱。
(5)开泵前,检查泵站和液压系统各部件,达不到完好标准不准开泵。
(6)注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐,注液枪使用后应悬挂在人行道两侧,不得放在地上。
(7)液压管路无跑冒滴漏现象,密封圈和油管损坏后及时更换。
(8)泵压由检修工调定,其他人员不得调整,正常情况下只准开一台泵,另一台泵备用,若有损坏及时修复。
(9)更换液压油管或液压管密封,应停油泵或关闭断路阀,同时进行系统卸压。
附图3—1:
工作面支护形式与最大、最小控顶距平面示意图
第二节工作面顶板控制
一、确定工作面回采时顶板控制方式:
工作面采用“见四放一”的控顶方式,初采、初放最大控顶距六空,最小控顶距三空。
二、正常工作时期的特殊支护形式:
密集支柱、抬棚、戗柱(棚)、丛柱、木垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。
三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离与顺序:
由老塘向煤墙,由下而上,逐根逐架进行回柱。
5T葫芦链条配合单体支柱,卸液柄卸液压。
工作面采用人工分段回柱放顶,段距不小于15m。
四、特殊时期的顶板控制
1、为确保机头出口断面符合要求,机头必须有超前支护,规格为长2.2m×宽0.2m×厚0.15m的扁木杠子,超前距为2.0m,机头控顶面积大(最大控顶距六空,最小控顶距四空),压力较大,因此采用“五对十根”长钢梁支护,交替迈步推进。
第一对托住顺槽假担山与第二对间距0.7m内,第二、三、四对每隔0.5m,迈步距为1m。
钢梁使用长3.2m的11﹟工字钢交叉割成花纹,每根梁保持一梁三柱。
机尾采用2.8m长的11﹟工字钢每根保持一梁三柱。
工作面初次来压时,机头、机尾靠老塘侧打一长方形木垛,要求上到顶板,下至底板四角对山有劲,其规格为2.0m×1.6m的扁木杠子。
(附特殊支架图)
2、工作面两巷超前榴树,不得少于20m(其中10m双边榴树)
3、切顶支架采用带帽点柱和饯棚加固靠老塘切断线侧沿倾向打一排连成整体的饯棚。
(一)来压及停采前的顶板控制方法和要求
1)工作面修理工加强责任心,搞好修理及时更换工作面的断梁折柱、失效支架,保证工作面的支架完整。
2)在初次来压活动激烈时,工作面要增设一定的贴帮柱和戗柱,增加支柱密度,增加木垛,以增强工作面的稳定性。
3)必须认真掌握工作面老顶初次来压预兆:
⑴响声:
老顶初次来压时,顶板发出断裂声,顶板下沉剧烈,工作面支柱会发出振裂声,出现梁弯曲现象,支柱歪斜等;
⑵单体支柱钻底严重,采空区内发出闷雷声;
⑶掉碴、片帮、顶板破裂;
4)支架变形和破坏,局部漏尖。
4如工作面来压活动剧烈,有造成大面积冒顶时,班长或跟班队长必须组织人员撤到安全地点。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制方法和要求
1、过断层措施:
如回采时遇断层再另行编制专项措施。
2、顶板破碎时的顶板控制方法和要求
1)加大联网力度。
2)加密顶梁。
3)放小炮、减少装药量。
(三)应力集中区的顶板控制方法和要求
1)放顶时放顶区域的顶放齐、放透,防止因顶未放齐而造成顶板悬露。
2)切顶密集支柱按两柱之间加一带帽点柱切顶,需要时按量增加,起到切顶作用。
3)放顶后,顶板未垮落地段,应加强密集支柱和饯棚,防止老塘来压挤垮工作面。
4)工作面顶板悬露面积大,如超过(2×5M2)时,采用强行放顶措施,如在回采中遇到此情况,另补充强行放顶措施。
5)强行放顶时,如顶压较大时,就每隔10M打一个木垛。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面、运输巷、回风巷的顶板控制
(一)工作面端头支护的方式、距离
1、为确保机头出口断面符合要求,机头必须有超前支护,规格为长2.2m×宽0.2m×厚0.15m的扁木杠子,超前距为2.0m,机头控顶面积大(最大控顶距六空,最小控顶距四空),压力较大,因此采用“五对十根”长钢梁支护,交替迈步推进。
第一对托住顺槽假担山与第二对间距0.7m内,第二、三、四对每隔0.5m,迈步距为1m。
钢梁使用长3.2m的11﹟工字钢交叉割成花纹,每根梁保持一梁三柱。
机尾采用2.8m长的11﹟工字钢每根保持一梁三柱。
工作面初次来压时,机头、机尾靠老塘侧打一长方形木垛,要求上到顶板,下至底板四角对山有劲,其规格为2.0m×1.6m的扁木杠子。
2、切顶支架采用带帽点柱和饯棚加固靠老塘切断线侧沿倾向打一排连成整体的饯棚。
(二)运输巷、回风巷的加强支护
工作面两巷超前榴树,不得少于20m(其中10m双边榴树)
二、工作面安全出口的管理
随工作面推进,及时在工作面上下煤壁开出长×宽×高=1.5m×0.7m×1.6m出口,以便于工作面上下端头行人及通风。
使用花边钢梁(机头花边钢梁长3.2米,机尾花边钢梁长2.8米),两端用单体支柱支撑,用板皮、铁丝网将帮顶护严背实。
(一)支护形式与质量要求
(二)安全出口的高度
三、支护材料的使用数量和存放管理见表9
表9支护材料的使用数量和存放管理
种类
规格
循环用量
单位
备注
扁木
2.2m×0.15m×0.08m
145
根
棱形网
3.0m×1.0m
55
块
单体
DZ-28型长1.7~2.8m
1582
套
铰接梁
HDTA-1000型长1.0m
1582
套
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
本面矿压观测主要内容有:
工作面单体初撑力观测,两巷超前支护范围单体液压支柱阻力观测,以及支护质量动态观测,两巷顶板离层、围岩位移观测。
二、矿压观测方法
(一)回一队值班干部根据顶板动态进行分析,对工作面顶板存在的问题进行重点布置防护措施。
(二)工作面跟班队长、班长、大工要协助矿压组人员做好矿压观测工作,并要会使用测压表。
(三)四班作业人员严格按作业规程规定的支架初撑力给足压力,并调整好支架的状态。
(四)乳化泵保持正常运转,泵站压力保持在18Mpa以上。
(五)测压时发现立柱支撑力小于90KN时,要立即补液使之达到要求。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运载方式见表10
表10运输设备及运输方式
运输设备及装、运载方式
打眼→装药→爆破→挂梁(临时支护)→攉煤→移溜→补正规柱→回柱
运煤路线
307工作面→顺槽→东二运输机下山→东皮大巷→主井煤斗→地面
供料路线
地面→副井底→-850东大巷→东二轨道下山→307风巷口
移溜方式
做好临时支护、背好帮→放炮、落煤、攉煤→打好铁帮树→移溜、补顶
后附运输系统图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统见表11
表11通风系统
一、
通风系统
通风路线
新鲜风流
从主、付井→井底车场→-850东大巷→东二运输机下山→307顺槽→307工作面
乏风流
工作面→307回风巷→东二回风下山→-850东总回→立风井→地面
通风设计
采煤工作面的需风量:
1、按照抽采后吨煤瓦斯含量计算
q采=1068×8/1440=5.9(m3/min)
Q采=111×q采×KcH4=111×5.9×1.2=786(m3/min)
2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采=60×V采×S采×K(m3/min)
Q采=60×1.8×6.5×1.1=772(m3/min)
3、按工作面同时作业人数计算需风量:
Q采=4N(m3/min)
Q采=4×50=250(m3/min)
4、按工作面炸药量计算:
Q采=25A=25×6.15=153.75(m3/min)
5、按风速进行验算:
15S<Q采<240S(m3/min)
15S=15×6.5=97.5(m3/min)
240S=240×6.5=1560(m3/min)
97.5m3/min<Q采<1560m3/min
符合《煤矿安全规程》规定,所以,307工作面风量取Q采=786m3/min,同时在开采时可根据瓦斯涌出量和抽放情况及时调整。
工作面所需风量
307采面需风量为786m3/min
风速验算
121m3/min<786<1923m3/min
通风设施
风门
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- 307 采煤 工作面 作业 规程