5101工作面回采作业规程.docx
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5101工作面回采作业规程
普泉煤业有限公司
5101工作面回采作业规程
施工地点:
5101工作面
施工负责人:
许先周
编制:
彭崇博
施工单位:
陕西智阳矿业有限公司普泉煤矿项目部
编制日期:
二〇一三年十月八日
目录
第一章概述4
第一节工作面位置及井上、下关系4
第二节煤层4
第三节煤层顶底板6
第四节地质构造6
第五节水文地质6
第六节影响回采的其它因素6
第七节储量及服务年限7
第二章采煤方法7
第一节巷道布置7
第二节采煤工艺7
第三节设备设置10
第三章顶板控制11
第一节支护设计11
第二节工作面顶板控制13
第三节超前支护14
第四章通风与安全监控15
第一节通风安全监控系统15
第二节工作面风量计算16
第五章生产系统17
第一节运输系统17
第二节综合防尘系统18
第三节供电系统19
第六章劳动组织及主运技术经济指标20
第一节劳动组织20
第二节作业循环20
第三节主运技术经济指标22
第七章安全技术措施22
第一节生产安全技术措施22
第二节初采、初放及初次来压期间安全措施27
第三节矿压观测30
第四节工作面落煤安全措施30
第五节移架措施32
第六节移供电专列措施32
第七节防倒柱措施33
第八节防治水专项措施34
第九节“一通三防”专项措施34
第十节煤质管理措施36
第十一节机电操作安全技术措施37
第八章工作面安全管理制度45
第一节工作面交接班制度46
第二节工程质量验收制度46
第三节两道(顺槽)维修制度46
第四节设备维修保养46
第五节瓦斯、煤尘管理制度46
第九章灾害预防及避灾路线47
第一节灾害预防47
第二节避灾原则路线48
第一章概述
第一节工作面位置及井上、下关系
一、工作面位置:
5101工作面处于矿一盘区首采工作面,南部为40m保安煤柱,西部为5101皮带运输航,北部为边界保安煤柱,东部为边界保安煤柱。
5101工作面回采长度为640m,宽度150m。
二、地面相对位置:
5101工作面回采对应地面为荒山,黄土层较厚,地表植物覆盖较少,多为荒坡、沟壑。
第二节煤层
一、煤层厚度:
5101工作面煤层较稳定,平均厚度为3.1m。
二、煤层产状:
5101工作面煤层赋存平缓,倾角为小于1°的单斜构造。
三、附:
煤层柱状图
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板(伪顶、直接顶、基本顶):
顶板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性
基本顶
粉砂岩
8.3
浅灰色,夹杂细砂岩
直接顶
粉砂岩
3.13
浅灰色,夹杂细砂岩
伪顶
粉砂岩
0.05~0.2
浅灰色,夹杂细砂岩
二、煤层底板(直接底、伪底):
底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性
伪底
粉砂岩
0.03~0.2
浅灰色,夹杂细砂岩
直接底
粉砂岩
14.12
浅灰色,夹杂细砂岩
第四节地质构造
采区地质构造简单,走向北东,倾向北西,平均倾角小于1°的单斜构造,不含夹矸的单一煤层,无大的断裂及褶皱发育,无岩浆活动痕迹。
第五节水文地质
根据地质资料显示,采区地面为梁峁,含水微弱,储水条件差,属极弱富水层。
两顺槽资料揭露,煤层顶板有少量的淋水,易积聚在巷道中低洼处。
第六节影响回采的其它因素
瓦斯:
根据原沙泉渠煤矿、铁路联办煤矿检测资料,测试结果表明,瓦斯含量在0.02~0.04ml/㎏,本矿为低瓦斯矿井。
煤尘:
根据对煤层测试,属于有爆炸性危险煤层。
自燃:
测试煤层为自燃倾向Ⅰ级属容易自燃煤,因此在回采、储运中应采取科学的阻燃措施,防止煤的自燃。
地温:
据以往区域资料得知,区内地温梯度最大2.9℃/100m,最小为0.8℃/100m,平均地温梯度1.53℃/100m。
以上资料表明,区内地温正常,无地热灾害。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
40.17万吨。
可采储量:
该回采面回采率为95%,可采储量为38.17万吨。
二、服务年限
T=Zk/K
=38.17/45=0.8年
其中:
T——采面服务年限,年
ZK——5101面可采储量,万吨
A——矿井核定产量,万吨
第二章采煤方法
根据工作面自燃条件和工作面设计,采用断壁后退式回采方式采煤,一次采全高。
第一节巷道布置
5101工作面皮带运输顺槽与工作面呈90°夹角布置,负责进风、运输、行人。
5101回风顺槽与工作面呈90°夹角布置,负责回风、行人。
详见附图:
5101工作面巷道布置图
巷道断面技术特征表
巷道名称
巷道净宽
巷道净高
巷道走长
支护形式
5101运输顺槽
4500㎜
2800㎜
690m
锚网
5101回风顺槽
5000㎜
2800㎜
705m
锚网
第二节采煤工艺
一、简述采煤工艺:
5101回采面采用走向长壁后退式综合机械化采煤法,一次采全高,一部刮板输送机,供采煤机落煤使用,上、下出口均采用过渡支架支护。
工艺流程:
采煤机落煤装煤→推溜→移架。
二、采高、循环进尺
工作面采用ZY8800/18/38型掩护式液压支架支护,支护高度1.8~3.8m,工作面的最大采高为3500mm,最小采高2600㎜,正常情况下要沿顶沿底回采,不准留浮煤。
一个正规循环进尺为0.6m。
三、落煤
1.落煤方式:
采用MG300/730-WD型双向割煤机的割煤是通过装有截齿的螺旋滚筒旋转和采煤机牵引运行的作用进行截割的。
2.割煤方式:
割煤方式为往返一次双向割煤。
进刀方式为工作面端部割三角煤斜切进刀。
3.进刀方式:
采用上端头斜切进刀,采煤机自开缺口,进刀段长度约36m,其中直线段长18m,斜切进刀段长18m。
附:
端部斜切进刀示意图。
a:
初始b:
斜切进刀c;推移刮板输送机d:
割三角煤e:
正常割煤
四、装运煤
滚筒将煤落在刮板输送机溜槽上,经输送机运送到转载机,经破碎机破碎后落在可伸缩皮带机上运出顺槽,再经主运大巷皮带及上苍皮带和主斜井皮带送至地面煤场。
五、移溜
1、移溜操作
⑴采煤机割煤后,应距采煤机后滚筒10米以上距离推移溜子
⑵移溜后,要保持溜子、支架和煤壁成平行线。
⑶移机头和机尾时,必须距采煤机后滚筒15米距离,机头、机尾必须一次移够步距;当机尾没有电动机等装置时,移机尾必须停机,到位打好稳固支柱后方能启动溜子。
⑷移溜后,溜子起伏不平,需要垫平时,应该用液压千斤顶顶起溜槽处理。
(5)移溜时,应与溜子司机联系好,遇到问题,需立即停机时,应保证准时停机。
2、收尾工作
⑴溜子试车最少转两圈,不符合要求时要立即处理,直至达到质量标准。
⑵清点工具、备件等。
⑶向班组长汇报与接班人员详细交班。
六、工作面支护及采空区处理
1、上、下出口均采用ZYG8800/18/38型掩护式过渡支架各三架支护,工作面全部采用ZY8800/18/38型掩护式液压支架支护。
运输巷和回风巷超前支护均使用单体液压支柱配合铰接顶梁进行加强支护,超前支护长度为20米,单体液压支柱长度为3.2米,铰接顶梁长度为1米,运输巷超前支护打2排,回风巷超前支护打3排。
两端头的铰接顶及单体支架梁随工作面的推进逐架前移支设。
2、采空区处理
采用自然垮落法进行顶板管理。
当采空区悬顶面积过大超过3m时,要采取人工强制放顶措施,人工强制放顶时,必须编制施工措施,严格执行。
第三节设备设置
一、工作面支护设备:
名称
规格
单位
数量
备注
单体支柱
DW28-300/100
根
110
π型钢梁
1.2m
根
二、运输设备:
名称
型号
数量
长度
电机功率
运行速度
刮板输送机
SGZ764/400
1部
150m
2×200
1m/s
皮带运输机④部
DSJ100/63/2×75
1部
650
2×75
1.9m/s
皮带运输机③部
DSJ100/63/2×75
1部
306m
2×75
1.9m/s
皮带运输机②部
DSJ100/63/75
1部
170m
75
1.9m/s
皮带运输机①部
DSJ100/120/250
1部
460m
250
1.9m/s
刮板转载机
SZZ764/160
1部
15m
160
1.33m/s
三、其他设备:
名称
型号
单位
数量
功率
采煤机
MG300/730-WD
台
1
730
乳化泵
BRW400/315
台
2
400
移变
KBSGZY-800/10
台
1
800
移变
KBSGZY-1250/10
台
1
1250
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、矿压观测资料
根据地质报告及临近ZK501、20、19钻孔资料显示,顶底板岩性相似,预计本矿工作面的基本参数如下:
序号
项目
单位
同煤层实例
本面选取或预计
1
顶底板
直接顶厚
m
0.2
0.2
基本顶厚
m
14.9
14.9
直接底厚
m
14.6
14.6
2
直接顶初次垮落步距
m
10-15
10-15
3
初次来压
来压步距
m
10-15
10-15
最大平均支护强度
KN/㎡
300
300
最大平均顶底板移近量
㎜
150
150
来压显示程度
不明显
不明显
4
周期来压
来压步距
m
10-15
10-15
最大平均支护强度
KN/㎡
300
300
最大平均顶底板移近量
㎜
150
150
来压显示程度
不明显
不明显
5
平时
最大平均支护强度
KN/㎡
200
200
最大平均顶底板移近量
㎜
50-80
50-80
6
直接顶悬顶情况
基本不悬顶
基本不悬顶
7
地板容许比压
8
直接顶类型
3类
3类
9
基本顶类型
1级
1级
10
巷道超前影响范围
无影响
无影响
二、工作面支护设计
1、支柱高度选取
本工作面煤层平均高度3.1m,选用ZY8800/18/38型液压支架支护。
2、支护强度计算
P0=L·H·γ
=8×3.5×2.4×103
=0.67MPa
式中:
P0—工作面单位面积的顶板压力,Mpa;
L—6~8倍的采高,本规程采用8倍采高进行计算;
H—采高,取最大采高3.5m;
γ—工作面顶板岩层容重,2.4×103N/m3
3、支柱实际支撑力计算
工作面采用液压支架管理顶板,其额定支护强度为1.006~1.066Mpa,按最小支护强度1.006MPa进行支护强度校核:
C=Pmin/P0=1.006/0.67=1.50>1
式中:
C—支护强度安全系数
Pmin—支架最小支护强度,MPa
P0—工作面单位面积的顶板压力,MPa
由以上计算可知,支架的支护强度安全系数C>1,故能满足支护要求。
第二节工作面顶板控制
一、顶板管理方法
1、本工作面采用两柱掩护式液压支架进行支护,全部垮落法管理顶板。
2、控顶距:
由液压支架的顶梁长度(L1)、端面距(L2)及采煤机的实际截深(S)决定。
5101工作面液压支架的顶梁长度为4630mm,端面距按340mm计算,采煤机实际截深为600mm,由此可计算:
最大控顶距:
Lmax=L1+L2+S=4630+340+600=5570(mm)
最小控顶距:
Lmin=L1+L2=4630+340=4970(mm)。
二、工作面支护
1、支护要求
1)全部采用ZY8800/18/38型掩护式整体支架支护,最大支撑力8800KN,采高1.8~3.8m。
2)支架中心距保持1.75m±0.1m之间,支架接顶严实,支架垂直顶板,支架状态良好,歪斜不得超过±5°。
3)支架初撑力不小于设计值的80%,泵站出口压力不小于31.5Mpa。
4)移架后及时打出伸缩梁和护帮板,护住煤壁。
5)工作面控顶范围内,顶底板移近量按采高为≤100mm/m。
6)工作面顶板不得出现台阶状下沉。
工作面支架前梁接顶严实,支架受力状态良好。
7)梁端至煤壁顶板冒落高度不大于0.3m,当支架上顶板冒落高度超过0.3m时,应用木板梁绞实顶板,处理时严格遵守防冒顶安全技术措施。
2、超前支护及两巷维护
1)两道出口从煤壁向外20m范围内,使用金属铰接顶梁配以单体液压支柱,一梁一柱支设,支柱应打上劲,铰接顶梁必须铰接使用,梁上用构木接顶,支柱初撑力不小于50kN。
2)加强两巷维护,发现锚杆、点柱失效、顶板破碎等情况时必须采取措施加固,人行道宽度0.8m以上。
3、特殊支护
1)密集与丛柱支护:
工作面初放期间,在面内间悬顶处补打丛柱加强支护,每三根为一组,每组间距10m,支柱打在棚间顶板上,向采空区有2º抗山,丛柱应打成正三角形,支柱正规有劲,初撑力不小于50KN。
2)护帮柱的支设:
正常回采期间,若遇顶板来压、煤壁松软时,应在煤壁梁头处支设护帮柱,柱距为3m。
4、备用支护材料
正常生产期间,工作面应备足不少于10%的支护材料。
备用单体液压支柱不少于20根,交接顶梁不少于30根。
所有备用材料分类码放在上出口以外50~100m,挂牌标示,统一管理,并根据用料情况及时补充备用材料。
5、工作面设备布置图
6、支护安全注意事项
1)采煤后及时支设临时支护,然后才能回柱。
2)支护时,梁上要用构木背实,不准有空顶现象。
3)柱、梁编号管理,对号入座。
4)失效、损坏的支柱、交接梁及时更换。
5)支柱要经过试压合格后方可下井使用。
三、初次放顶顶板管理
1)工作面初次放顶,成立由生产矿长为组长的初放领导小组,并制定初次放顶专项措施。
初次放顶前,生产矿长组织有关人员现场会审,确认具备条件后,方可初次放顶回柱,初放小组人员分三班现场把关,并加强顶板观察,及时将现场情况汇报给矿调度室。
2)初次放顶期间,严格工程质量,保证支护质量。
3)初放结束须经生产矿长组织有关人员现场核实,确认初放结束后,方可进行正常回采工作。
4)初放前根据现场核实要求另行编制专项措施。
第三节超前支护
一、超前支护
1、超前支护距离
两顺槽超前支护距离不得少于20m,支护距离从工作面煤壁算起。
2、超前支护形式
超前支护采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护,一梁一柱支护。
超前支护质量:
1单体支柱必须支在实底上,且必须排成直线,迎山有劲。
2单体支柱初撑力不小于90KN。
3单体支柱的三用阀注液口统一朝向采空区方向。
4超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水,电缆悬挂整齐。
5发现漏液或失效支柱要及时更换。
6回收下的单体液压支柱,放在超前支护范围以外待支护地点,且必须摆放整齐,两顺槽必须各备用10根单体液压支柱。
二、闲置、废旧物品设备的存放和管理
工作面闲置、废旧物品设备应及时出井,不能及时出井的要码放在距工作面100m以外的区段平巷靠煤帮处,并要码放整齐,专人管理,留名挂牌,不得影响行人、通风及运料。
超前20m范围内严禁堆放任何设备和物料。
第四章通风与安全监控
第一节通风安全监控系统
一、通风系统
工作面采用一进一回的“U”形通风方式
新鲜风流:
地面→主、副斜井→运输大巷→5101运输顺槽→工作面
乏风:
工作面→5101回风顺槽→回风大巷→回风煤门→风井→地面。
二、安全监测、监控系统
1、我矿属于低瓦斯矿井,工作面各地点每班必须至少检查两次,无人工作的地点至少必须检查一次,瓦斯异常的地点都必须有专人检查瓦斯。
瓦斯检查员严格执行交接班制度,做到:
“口对口、手拉手、你不来我不走”的原则。
记录要“三对口”。
每班必须向通防调度室汇报工作面有害气体含量情况。
2、检查地点;进风顺槽、工作面下隅角、上隅角、回风顺槽。
3、工作面上隅角瓦斯超限时,必须先撤出人员,切断电源,严格执行瓦斯排放制度。
4、监控室应24h不间断正常监测,设备功能正常,按时打印日报表,重点是上隅角、回风流瓦斯变化曲线,监测装置应正常连续工作,每10天对甲烷传感器校验一次。
5、工作面要安装安全监控设备,监控分站安装在进风流中,型号为KJ80N-F;各种传感器布置如下:
序号
名称
数量
安装地点
报警值
断电值
复电值
备注
1
甲烷传感器
3
5101上隅角T0
≥1.0%
≥1.5%
<1.0%
距顶板不大于300mm,距帮不小于200mm
2
距5101工作面不大于10mT1
≥1.0%
≥1.0%
<1.0%
3
5101回风顺槽口10-15mT2
≥1.0%
≥1.0%
<1.0%
4
CO传感器
2
5101进风巷
≥24ppm
5
距5101回风顺槽口10-15m上偶角
≥24ppm
距顶板不大于300mm,距帮不小于200mm
6
温度传感器
1
距5101回风顺槽口10-15m
≥30℃
7
风速传感器
1
5101回风顺槽测风站内中部
0.25m/s≤V≤4m/s
距顶板不大于300mm
第二节工作面风量计算
一、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q=100qk=100×0.57×1.5=85.5m3/min
式中Q-表示工作面实际需要风量,单位m³/min;
100-按回风流瓦斯浓度不超过1%的换算系数;
q-表示工作面瓦斯绝对涌出量,m³/min;
k-表示工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,通常取1.4-2.0。
这里取值为K=1.5。
二、按工作面进风流温度计算:
Q=60VSK=60×0.7×6.7×1.2=337.7m3/min
V-指采煤工作面适宜的风速,m/s;
S-指回采工作面平均有效断面,㎡(最大控顶距+最小控顶距/2)×1.8;
K-指工作面长度系数,这里取1.2;
60-指单位换算系数。
三、按工作面出勤最多人数计算
Qw=4×Nw
式中:
4——每人每分钟供给的最低风量m3/mm。
Nw——工作面同时工作的最多人数为29名。
Qw=4×30=120m3/m。
四、按风速演算:
V=Q/60S=337.7/(60×6.7)=0.84m/s
0.25m/s<0.84m/s<4m/s符合要求
故取:
Q采=337.7m3/mm为工作面供风量
第五章生产系统
第一节运输系统
一、运煤路线
5101工作面→5101皮带运输顺槽→主运皮带大巷→皮带上仓行→主斜井→地面煤场
二、材料运输路线
地面→副斜井→辅运大巷→联络巷→5101运输顺槽→工作面;
地面→副斜井→辅运大巷→联络巷→回风大巷→5101回风顺槽→工作面。
三、材料回收路线
工作面→5101运输顺槽→联络巷→辅运大巷→副斜井→地面;
工作面→5101回风顺槽→回风大巷→辅运大巷→副斜井→地面。
第二节综合防尘系统
一、粉尘检测
井下作业场所粉尘浓度每个月测定2次,采掘工作面呼吸性粉尘监测,每3个月测定一次,定点呼吸性粉尘监测每月测定一次。
粉尘中游离SiO2含量,每6个月测定一次。
粉尘检测仪表。
配备CCHZ-1000吸收法直读。
根据通风质量标准化标准和矿井综合防尘标准及检查评定办法,矿要配备足够的专业防尘人员,并经过专门培训,能胜任本职工作。
对接触煤尘人员,要定期进行身体检查,对尘肺病患者要做到早发现早治疗。
二、工作面防尘措施
1、工作面辅顺和运顺必须安装齐全防尘管路。
防尘管路安设要平直(30m范围内高低差不大于100mm),小于或等于90°的要设弯头,不准拐死弯,接头不漏水。
2、工作面架间喷雾、煤机的内外喷雾必须安装齐全,降柱、移架同步喷雾,保证时时完好,正常使用。
3、采煤区队对采煤面及两巷必须及时冲尘,确保无煤尘堆积。
4、在运输顺槽、运输顺槽内距工作面50m各安一道净化喷雾,必须保证及时移挪,并确保喷雾覆盖全断面。
5、工作面的各转载点都必须安设喷雾设施。
破碎机必须安装防尘罩和喷雾装置或降尘器。
6、必须正常使用所有的防尘喷雾设施,确保防尘喷雾设施的完好、灵敏可靠,符合质量标准要求。
7、凡是割煤、移架、开溜子等所有能产生煤尘及造成煤尘飞扬的工作,必须使用喷雾设施。
8、采煤机内、外喷雾压力均不得小于2Mpa,喷雾流量应与机型匹配。
若内喷雾装置不能正常喷雾,外喷雾压力不得小于4Mpa,无水或喷雾装置损坏时必须停机。
9、机组司机、移架工、回柱工、溜子司机等必须佩戴防尘口罩。
10、煤机必须安装二次负压降尘系统,并正常使用。
在移动电站后安装WPZ320/6.3高压水泵,通过φ25mm的高压供水管路与煤机二次负压降尘装置构成煤机二次负压降尘系统。
供水管路敷设在电缆槽内,其供水压力为10~15MPa。
当煤机割煤时,启动开关实现二次负压降尘。
以采煤机司机处煤尘浓度小于40mg/m3及顺槽内煤尘浓度小于20mg/m3进行考核。
11、架间自动喷雾和放煤口自动喷雾降尘:
1供水采用φ25mm的高压胶管。
2动作方式:
均采用自动化控制方式,实现架间、放煤口自动喷雾降尘。
3喷嘴布置:
后部溜子架架放煤口必须安装喷雾装置,煤机割煤时下风口至少有三道喷雾帘同时开启。
4喷雾要求:
架间喷雾喷嘴迎风喷雾,放煤口喷雾把放煤口呈半包围形式,罩住放煤口产尘部位。
5工作面煤机割煤时,下风口20m范围内必须保证有2架以上的喷雾头正常工作,并保证雾化效果良好,覆盖全断面。
三、消防洒水系统
井下消防洒水水源采用地面高位水池水,可以满足防尘洒水用水水质标准。
矿井消防、防尘为地面水池净化供水,共用一趟管路。
矿井井下设有完整的消防洒水系统。
其用水由地面高位水池供给,井下消防洒水通过无缝钢管从主井送入井下,经井底车场、采区巷道至采掘工作面。
第三节供电系统
一、供电方式
供电由井下变电所输出到本工作面专用移变再到各用电设备。
二、供电电压
1、电压等级:
127v/660v/1140v
2、用电设备:
采煤机、皮带输送机、刮板输送机、水泵等。
三、电器设备必须属矿用隔爆型设备,具有产品合格证、防爆合格证、煤矿矿用产品标志、出厂检验合格证,严禁使用国家淘汰产品。
四、电缆为矿用阻燃电缆,严禁带电搬迁、检修。
五、井下电器设备入井前必须经检查验收合格方可入井。
六、其它遵循电器质量标准化管理。
第六章劳动组织及主运技术经济指标
第一节劳动组织
12、作业方式:
工作面采用“三八”作业制,两班生产8小时,其中一班有8小时检修。
13、循环方式:
每班两个循环,循环进度0.6米,日进度为2.4米。
14、劳动组织
工种
定点
合计
零点班
八点班
四点班
队长
1
1
1
3
班长
1
1
1
3
电工
1
2
1
4
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