11112采煤作业规程5.docx
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11112采煤作业规程5.docx
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11112采煤作业规程5
叙永县营山乡太康煤厂
11112工作面
回
采
作
业
规
程
编制单位:
技术科
二〇一五年五月五日
汇审栏
太康煤厂安全技术措施汇审意见
职务
姓名
时间
编制
机电矿长
生产矿长
安全矿长
总工程师
矿长
汇审意见:
目录
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
第二节煤层
第三节煤层顶底板
第四节地质构造
第五节水文地质
第六节影响回采的其它因素
第七节储量及服务年限
第二章采煤方法
第一节巷道布置
第二节采煤工艺
第三节设备配备
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
第五节通信
第五章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织
第二节作业循环
第三节主要经济技术指标
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”及安全监控
第六节运输
第七节机电
第八节其它安全措施
第八章灾害应急措施及避灾路线
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
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
+1250m
采区名称
11112工作面
地面标高
+1325~+1362m
井下标高
+1225m~+1247m
地面的相对位置
地表位于长湾与猴儿岩之间,地表投影地形东高西底,无建筑物、河流,井下施工对地面无影响。
回采对地面设施的影响
岩石覆盖厚度为78~137m,覆盖层厚,对地表设施影响较小。
井下位置及相邻关系
11112工作面位于矿井一区段西翼,该工作面西部为F4断层影响的煤层溥化区,东为1225运输石门,下为未开采区段,上为原采动区域。
走向长度
120m
倾斜长度
80m
倾斜面积
9600m2
第二节煤层
煤层厚度/m
0.62-1.3(平均1.0)
煤层结构
简单
煤层倾角(度)
14
开采煤层
C11
硬度
f=2-3
煤种
无烟煤
稳定程度
较稳定
本工作面内煤层赋存较稳定,煤层厚度0.62~1.30m,平均1.0m;煤层倾角好13~17°,平均14°;煤层为单一煤层
工作面煤层情况见表
煤层情况表
附图1:
工作面井上下对照图
第三节煤层顶底板
一、煤层顶底板
该煤层顶板:
岩性为青灰色铁质粉砂岩,层位稳定,是对比C11煤层依据之一。
底板:
为浅灰色、灰白色粘土岩,膨胀性好,粘性强,具滑腻感和光泽。
该层粘土岩层位稳定,厚0.44~3.19m,平均1.39m。
是确定C11煤层的重要依据。
二、综合柱状图见图
附图2:
综合柱状图
第四节地质构造
根据135地质队提供的有关地质资料,该工作面回采范围内断层、裂隙等地质构造不发育,煤层构造为单斜构造,构造简单。
第五节水文地质
C11煤层顶板间接充水含水层为飞仙关组一段岩溶裂隙含水层,富水性中等偏弱,顶板直接充水含水层为长兴组岩溶裂隙含水层,富水性中等。
本煤层水文地质间单,无突水现象,局部可能有滴水和淋水。
第六节影响回采的其它因素
一、瓦斯:
泸州市安全技术检测中心提交的《叙永县太康煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》。
该矿井属高瓦斯矿井。
二:
煤尘爆炸性:
根据四川省煤炭产品质量监督检验站检测,C11煤层煤尘无爆炸性危险。
三、煤层发火倾向性:
据调查井田范围各矿井内,煤层末曾发生过自燃现象。
同时根据四川省煤炭产品质量监督检验站检测,煤层自然发火倾向为三类,不易自燃。
影响11112工作面回采的其他因素详见表。
影响回采的其他因素表
瓦斯
属高瓦斯煤层。
煤尘爆炸指数
无爆炸性
煤的自燃性
煤层属Ⅲ类
地温危害
14℃
冲击地压危害
覆盖层厚为78~137m,无冲击地压危害。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
走向长×工作面斜长×煤厚×容重=15168t。
可采储量:
本工作面回采率为97%,可采储量14712t。
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
=120m÷(1.0×90×0.85)m/月=1.6个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采面巷道布置概况
该工作面位于1225运输石门西翼,工作面沿煤层走向布置,工作面沿煤层布有一条运输巷与1225运输石门相通,沿煤层布有一条回风巷分别与1250石门和总回风巷相通。
二、工作面运输巷
1、支护形式:
11112运输巷采用矿用11号工字钢架厢支护。
架厢厢距0.8m,厢与厢之间采用圆木杠材背帮接顶。
2、巷道断面:
梯形断面,下净宽3.0米,上净宽1.8米,净高2.1米,净断面5.04平方米
3、巷道用途:
主要用于工作面的进风、运煤、运料、供水、供压风和行人。
三、工作面回风巷
1、支护形式:
11112回风巷采用矿用11号工字钢架厢支护。
架厢厢距0.8m,厢与厢之间采用圆木杠材背帮接顶。
2、巷道断面:
梯形断面,下净宽3.0米,上净宽1.8米,净高2.1米,净断面5.04平方米
3、巷道用途:
主要用于工作面的回风、运料、供水、供压风和行人。
四、工作面开切眼
1、支护形式:
11112采面采用DW12单体液压支柱配HDJA-1000铰接顶梁支护。
排距1.0m,柱距0.8m。
2、巷道断面:
矩形断面,宽度2.0米,高度1.1米,净断面2.2平方米。
五、工作面及巷道布置图
附图3:
工作面及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用走向长壁后退式全部垮落控制顶板放炮落煤采煤方法。
工作面采煤工艺为:
安全检查→风煤钻打眼放炮落煤→挂梁→攉煤→敲帮问顶→支护→收浮煤→移溜→补齐正规柱→回柱放顶。
1、落煤方法
落煤方式:
采用放炮落煤;
工作面采用爆破落煤方式,使用风煤钻钻眼,炮眼布置为单排眼,炮眼深度1.2m,眼距0.8~1m;电雷管采用1—5段毫秒延期电雷管,炸药采用三号煤矿许用炸药,正向装药,水炮泥和黄泥封堵炮眼,封泥长度大于0.6m,并填满炮眼,串联放炮,根据顶、底板情况,每次起爆2~20个。
详见炮眼布置图一和炮眼装药布置图。
附图4:
炮眼布置图1:
50
表4爆破说明书
炮眼名称
炮眼编号
单眼深(m)
炮眼角度(。
)
单眼装药量(㎏)
装药量(㎏)
起爆顺序
联线方式
煤眼
1~20
1.2
55~75
0.3
6
Ⅰ~Ⅴ
串联
合计
24
6
附图5:
炮眼装药布置示意图
回采方向:
由西向东回采。
2、装煤、运煤方式
工作面放炮落煤后,由人工用掏扒或铁铲将煤掏入刮板输送机,由刮板输送机运出采面,运输巷刮板机运到装车点装车;机车拖运至1225车场,再1225车场→经轨道下山绞车→轨道下山上车场,再由机车运输→1250运输大巷→主平硐→地面。
3、工作面支护及采空区处理
(1)工作面支护
支护形式:
单体液压支柱配合金属绞接顶梁,齐梁齐柱支护形式。
(2)支护质量和控顶要求。
支护质量:
支柱打成直线,排距1000mm,柱距800mm,偏差不超过+100mm;端面距煤壁不大于200mm。
新暴露的顶板必须及时挂梁支护。
(3)采空区处理
回柱放顶全部陷垮落法处理采空区。
二、采煤工作面正规循环生产能力
W=LShrc=95×1.0×1.0×1.58×0.97=145(t)
式中:
W----工作面正规循环生产能力,t;
L----工作面平均斜长,95m;
S----工作面循环进度,1.0m;
h----工作面平均采高,1.0m;
y----煤的视密度,1.58t/m3;
c----工作面采出率97%。
第三节设备配置
11112工作面机电设备配置表
设备名称安装位置
规格型号
单位
数量
主要技术参数
备注
工作面及运输巷刮板输送机
SGB-420/30
台
2
额定电压660V,额定功率30KW
乳化液泵站(两泵一箱)
BRW80/20
套
1
额定工作压力20.0MPa,额定流量80L/min,额定功率37KW。
运、回风巷绞机
台
2
牵引力10KN
液压推溜器
YZ-774/700
套
5
瓦斯监控分站
KJ90-F8
台
1
瓦斯传感器
KG9701A
台
3
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、单体支柱支护强度验算
1)工作面所需支护强度
pt=khγ=6×25×1.0=150kN/m2
式中:
pt—工作面合理的支护强度,kN/m2;
h—采高,m;γ—顶板岩石容重,kN/m3,取25kN/m3;
k—载荷系数,取6。
2)DW12-300/100型单体液压支柱支撑能力
DW12-300/100型支柱支撑能力300kN/根。
3)工作面支护密度及强度
工作面斜长为95m,因此采场最大面积S=95×4=380m2,所设支柱数n=(95/0.8)×4=475根,则支护密度为0.83根/m2,DW12-300/100型单体液压支柱单柱的额定承载能力为300kN,考虑相关因素的影响,使支撑能力减小,承载能力考虑0.85的系数,则每根支柱的承载能力为255kN,则工作面支护强度为211.65kN/m2,满足采煤工作面所需的支护强度。
4)由上述论证可知,矿井采煤工作面配备DW12-300/100型支柱475根,HDJA-1000金属绞接顶梁475根。
选择的支柱、支护形式能够满足采面支护要求。
由于11112工作面顶属青灰色铁质粉砂岩、底板属浅灰色、灰白色粘土岩,膨胀性好,粘性强,该面确定取基本支柱的柱距0.8m、排距为1m。
7、控顶距的选择:
根据该工作面顶底板条件,该工作面采用“三.四”排管理,最大控顶距为4m,最小控顶距为3m,“见四回一”。
见附图6,工作面平剖面图。
8、支护设备选择。
根据上述有关参数,结合采高等因素,11112工作面选用DW12-300/100(DW22-300/100)型单体液压支柱,HDJA-1000型金属铰接顶梁配合控顶。
附图6:
工作面支护平、剖面图和最大、最小控顶距图
预计工作面矿压参数参考表
序号
项目
单位
本面选取或预计
1
顶底板条件
伪顶厚度
m
0~0.2
直接顶厚度
m
2.11
直接底厚度
m
1.39
2
直接顶初次垮落步距
m
3
初次来压
来压步距
m
20
最大平均支护强度
kN
241.2
最大平均顶底板移近量
mm/m
小于200
来压显现程度
明显
4
周期来压
来压步距
m
26
最大平均顶板强度
kN/m2
147.15
最大平均顶底板移近量
mm
300~500
来压显现程度
明显
5
平时
最大平均支护强度
kN/m2
241.2
最大平均顶底板移近量
mm
小于100
6
直接顶悬顶情况
m
<1
7
底板容许比压
MPa
8
直接顶类别
类
Ⅱ
9
基本顶级别
级
Ⅱ
10
巷道超前影响范围
m
20
二、乳化液泵站系统
1、液压管路
1225运输石门泵站→11112采面运输巷→11112采面以及回风巷超前段。
泵站压力≧18MPa,2~5%乳化液。
2、泵站的使用规定:
(1)泵站设备的安装由机电队负责,管理制度及维护由施工队负责制定实施。
(2)泵站司机持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度,必须配戴乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。
(3)泵压必须达到18Mpa,乳化液浓度达2~5%,有配比和检测手段,配液用水为中性水,且泵站周围不得有积水、杂物。
(4)水箱必须有过滤网,正常情况下水箱盖必须盖好。
(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,密封圈和泵管损坏后及时更换。
(8)泵压由检修工调定,其他人员不得随意调整,正常情况下一台泵工作,另一台泵备用,若有损坏及时修复。
(9)更换液压管或液压管密封,应停泵或关闭断路阀。
第二节工作面顶板控制
一、护顶方法及材料规格。
单体液压支柱配合金属铰接顶梁,齐梁齐柱走向棚布置,一梁一柱形式(煤壁为一梁两柱),正常生产期间采用“三.四”排管理。
详见材料规格详见表8。
表8材料规格
项目
支柱型号
顶梁型号
木朵
柱距
排距
mm
mm
mm
参数
DW12~(DW22)
HDJA-1000
120×100
800
1000
项目
支护密度
支护强度
初撑力
名称
规格
棵/m2
kN/m2
kN/棵
笆片
1200mm×400mm
参数
1.2
241.2
300
圆木
1800mm×φ140mm
排材
1200mm×100mm×50mm
开口料
1200mm×φ120mm(1/2)
二、顶板管理参数
顶板管理参数见表9
表9顶板管理参数
项目阶段
控顶距/m最大最小
初撑力/(kN.棵-1)
放顶步距/m
顶底板移近量/(mm.m-1)
端面距
/mm
底板比压/Mpa
初次放顶
4.0;3.0
300
1.0
<100
≤200
正常回采
4.0;3.0
300
1.0
<100
≤200
三、回柱放顶
回柱方式:
采用机械或人工回柱。
回柱顺序
挂柱→挂拨柱器→卸载→拉柱→回收铰接顶梁。
正常回采期间,采空区采用密集切顶,并加挂笆片挡矸,切顶密集打在放顶线一侧,
四、特殊支架
1、木朵:
工作面沿倾斜每隔5米在老塘侧支设1个木朵.木朵与正规支柱一样,打成直线,迎山有力。
使用范围:
上出口以下2m至下出口以上5m的工作面范围,每隔5m布置一个,若工作面来压,则根据实际情况在来压段加密。
木朵布置位置:
布置在工作面切顶线侧支架之间,其长边沿走向方向铺设。
2、戗棚(柱)。
初放、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支架不正规等异常情况下架设,在排柱上设置戗柱支护。
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)超前支护
1、支护形式
运、回风巷10m超前支护均为双排的单体液压支柱和铰接梁构成的一梁一柱支护形式,柱距0.8m,排距1.2m。
运、回风巷10m—20m为靠煤壁侧单排的单体液压支柱和铰接梁支护形式,柱距0.8m。
2、支护质量标准
(1)单体液压支柱要打直上线,并挂好标准防倒绳。
(2)单体液压支柱必须支到巷道实底上,达到初撑力,底板松软时单体液压支柱必须穿鞋。
(3)卸载、自降的单体液压支柱及时更换。
(4)两巷超前支护高度不低于1.8m,行人出口宽度不小于0.7m,单体液压支柱活柱行程不小于0.2m。
(5)超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
附图7:
11112工作面运输、回风巷断面及超前支护图
(二)、运输巷、回风巷的加强支护
运输巷和回风巷在超前支护以外出现煤壁片帮或顶板破碎时,在巷道内的工字钢棚的工字钢梁下方打一根工字钢顶子,加强巷道支护。
二、工作面安全出口的管理
(一)支护形式
工作面下安全出口采用单体液压支柱配合3mπ梁成组支护,四对八梁,走向棚,迈步前进。
(二)质量要求
端头液压支柱必须及时支好,严实接顶,达到初撑力。
工作面两端头安全出口宽度不小于0.7m,高度不小于1.2m。
附图8:
端头特殊支架布置示意图
三、挂梁移溜回柱管理
1、工作面煤壁采出一棚空位后,严格执行敲帮问顶制度,先挂梁、上好水平楔(小头向上),煤炭掏空后必须及时撤卸切顶排两根密集中一根支柱支护在煤壁排铰梁下(三用阀注液口向采空侧),严禁撤卸溜子前方靠溜子侧支柱.
2、移溜前必须将底板煤采平收尽,使采高达到规定要求.
3、顶板完好地段移溜,一次性撤卸溜子前方靠溜子侧支柱不得超过20m。
4、顶板破碎地段移溜采取沿走向在溜槽前、后方交替替柱,逐渐推移至煤壁,一次性撤卸溜子前方靠溜子侧支柱不得超过5m
5、顶板极端破碎地段、地质构造带必须撤卸重新安溜。
6、移溜在弯曲过渡段中,采取沿走向在溜槽前、后方交替替柱,其交替段倾斜长度不得超过15m,
7、溜子移到位后正式支柱必须及时支护,正式支柱滞后移溜完好处不得超过2m。
8、只有待工作面溜子移到位后,正式支柱支护全部占齐后才能回柱放顶。
四、工作面运料及材料管理
(一)运输巷、回风巷运料
1、车掉道后拿道时,注意车和巷帮的距离,防止挤人,动作要一致,防止因忙乱误操作伤人。
2、严禁用绞车拉、人员硬拉方法拿道。
3、重车掉道,先将重物卸掉,再拿道,装卸不方便的用千斤顶拿道,人员要撤离开重物倾斜下方。
(二)、工作面运料
人工向工作面运料要稳,二人抬物料时动作要统一防止碰手碰脚。
运料工和行人严禁走输送机内。
(三)、材料管理
1、材料必须码放整齐,分类挂牌管理,严禁影响通风运料及行人。
2、单体液压支柱必须正向竖立,顶梁靠放整齐,编号管理。
3、备用材料:
工作面回风巷备足不少于20根圆木(规格为1600~1800mm×φ140mm)等木料,以及两个班的笆片、排材等背顶材料,单体、顶梁不少于在用量的10%。
备用材料及时补充,专人挂牌管理,备用材料放置于工作面回风石门宽敞处,材料堆码与轨道的安全间隙不小于0.3米。
4、乳化液不少于50Kg,存放于泵站附近,乳化液管接头、三通及胶圈配备不少于5套。
5、运输巷、回风巷必须备用一定数量的机电设备配件,放置于回风巷、运输巷宽敞处,配件必须上架,挂牌管理,运送配件时严禁摔碰,防止损坏。
(四)、单体液压支柱的管理
1、工作面及两巷所使用的单体必须完好,注液枪和阀芯应配套。
2、回柱时应先卸载,禁止带压强行回柱,两巷回出的单体支柱应运到工作面出口20米以外的指定地点靠放好,严禁乱扔乱放,影响行人及运料。
3、严禁用手锤或其他物品敲打缸体、以防损坏单体,损坏的单体达一定数量后,应及时运出地面修复、更换。
4、两巷备用的单体、顶梁均不得少于在用量的10%。
5、单体液压支柱与绞接顶梁应编号清晰,对号管理,每班安全员要认真清点,并严格执行交接班制度。
6、装运单体到工作面时,用塑料塞子塞住活柱阀口及三用阀注液口,以防煤尘或其他物品进入。
第四节矿压观测
一、把监控工作纳入正常生产技术管理中,切实掌握支护质量和顶板状态,及时消灭“死角”,把好安全关。
二、、初采和初放期间,支柱必须每天棵棵监控,正常回采期间,第一排支柱的监控率不低于30%,第二、三排不低于10%,有重点有选择地监控,发现达不到要求应及时补液。
三、对工作面上、下端头破碎带、断层处及冒顶处等异常地段的支柱棵棵进行监控,以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。
四、初撑力和工作阻力均不低于300KN,合格率不低于80%。
五、安全员对工作面和两巷支护质量每隔一天监测一次,对存在的问题,由采煤队立即整改。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、运煤设备及装、转载方式
工作面采用SGB-420/30型刮板输送机运输,煤炭经工作面刮板机转载到运输巷刮板机装到矿车后,用矿用防爆蓄电池机车牵引矿车到1225车场,再经轨道下山绞车提升到上车场,经矿用防爆蓄电池机车牵引矿车到地面。
2、辅助运输设备及运输方式
工作面所需要的材料、设备等物资,采用1.0t矿车,电机车、提升绞车、调度绞车,实现物料及设备的运输。
二、运煤路线
工作面→11112运输巷→一1225车场→轨道下山→轨道下山上车场→1250运输巷→主平硐→地面
三、辅助运输路线
1、地面→主平硐→1250运输巷→轨道下山上车场→轨道下山→1225车场→11112运输巷→工作面
2、地面→主平硐→1250运输巷→1250石门→11112回风巷→工作面
附图9:
运输系统示意图
第二节“一通三防“与安全监控
一、“一通三防”系统设计
(一)通风系统
1、通风方式:
11112工作面通风方式为“U”型通风。
2、通风路线:
地面→主平硐→轨道下山上车场→轨道下山→1225车场+11112运输巷→11112工作面→11112回风巷→原内绞巷→总回风巷→引风道→风机(地面);详见通风系统示意图。
(二)工作面需风量计算
1、按绝对瓦斯涌出量计算:
Q1=100×q采×K=100×1.31×1.5=197m3/min
式中:
q采--为回采工作面瓦斯平均绝对涌出量,取1.31m3/min(根据1111采面瓦斯涌出量的平均值);
k--为瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。
2、按工作面同时工作的最多人数计算:
Q2=4N=4×21=84m3/min
式中:
4--为每人每分钟所需风量,即4m3/人/min;
N--为工作面同时工作的最多人数,即21人。
3、按工作面一次爆破最大炸药量消耗量计算:
Q=25A=25×6=150m³/min
式中:
A——工作面分段爆破一次爆破所需最大炸药量,6kg;
4、风量的确定:
附图9:
11112工作面通风系统示意图:
根据以上
(1)、
(2)、(3)三种方法计算结果,该工作面风量取197m3/min
风速验算:
以风速验算工作面配取风量为197m3/min。
V1=Q1/S1=197/4.0=49.25m3/min=0.82m/S
V2=Q1/S2=197/3.0=65.7m3/min=1.09m/S
式中:
S1--为工作面最大断面,取4.0m2;
S2--为工作面最小断面,取3.0m2。
经验算0.25<0.82<1.09<4m/S(煤矿安全规程规定回采工作面最低风速为0.25m/S,最高风速为4m/S),满足《煤矿安全规程》规定要求,该面按197m3/min配风。
通风队应以197m3/min为配风依据,若现场风量不足,应以现场所需要风量配风,保证有足够的风量和工作面瓦斯不超限。
(二)监控系统
1、矿井安全监控系统为KJ90NB,回采期间11112工作面配备KDG馈电传感器1台,KG9701A甲烷传感器3台,GTH500一氧化碳传感器1台,GW50温度传感器1台。
2、甲烷传感器安装及使用情况
11112工作面安设3台甲烷传感器,工作面甲烷传感器安设在回风巷距上出口10m内,上隅角甲烷传感器器安设在回风巷上隅角切顶线处,工作面回风巷甲烷传感器安设在回风巷距回风口10-15m内。
瓦斯监测报警断电仪由机电队负责安装,采煤队负责维护管理,甲
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- 11112 采煤 作业 规程
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