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    矿业公司综放工作面作业规程.doc

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    矿业公司综放工作面作业规程.doc

    目 录第一章 概况- 1 -第一节 工作面位置及井上下关系- 1 -第二节 煤层赋存情况- 2 -第三节 煤层顶底板特征- 2 -第四节 地质构造- 4 -第五节 水文地质- 4 -第六节 影响回采的其他因素- 6 -第七节 工作面储量及服务年限- 6 -第二章 采煤方法- 9 -第一节 巷道布置- 9 -第二节 采煤方法- 10 -第三节 采煤工艺- 10 -第四节 设备配置- 13 -第三章 顶板控制与管理- 15 -第一节 支护设计- 15 -第二节 工作面顶板控制- 16 -第三节 两端头及运回顺顶板控制- 18 -第四节 特殊时期的顶板管理- 23 -第五节 强制放顶方法- 24 -第六节 矿压观测- 25 -第七节 安全质量标准化- 27 -第四章 生产系统- 31 -第一节 运输系统- 31 -第二节 供电系统- 31 -第三节 排水系统- 33 -第四节 供水系统- 35 -第五节 压风系统- 36 -第六节 供液系统- 37 -第七节 通讯、监控及照明- 38 -第五章 “一通三防”及安全监控- 40 -第一节 工作面通风系统- 40 -第二节 监测监控- 44 -第三节 瓦斯抽采- 45 -第四节 综合防尘- 47 -第五节 工作面防灭火- 48 -第六节 “一通三防”安全措施- 53 -第六章 劳动组织- 58 -第一节 作业循环- 58 -第二节 劳动组织- 58 -第三节 技术经济指标- 59 -第七章 煤质管理- 60 -第一节 煤质管理指标和要求- 60 -第二节 提高煤质的措施- 60 -第三节 提高煤炭回收率的措施- 62 -第八章 安全技术措施- 63 -第一节 一般规定- 63 -第二节 顶板管理- 64 -第三节 防治水- 69 -第四节 爆破管理- 70 -第五节 运输管理- 74 -第六节 机电管理- 77 -第七节 其他- 87 -第九章 灾害预防处理措施及避灾路线- 93 -第一节 冒顶事故- 93 -第二节 水灾事故- 94 -第三节 瓦斯积聚处理- 95 -第四节 安全避险“六大系统”- 96 -第五节 工作面避灾路线- 97 -第一章 概况第一节 工作面位置及井上下关系40107工作面为401采区西翼首采工作面,40107工作面位置及井上下关系详见表1-1。表1-1 工作面位置及井上下关系表工作面名称40107综放工作面煤层名称4号煤采区名称401采区地面位置位于彬县咀头塬、菜子塬;西部、东部为宽缓的黄土台塬,中部为沟壑地貌。地理坐标X:3880671388097;Y:3649438736496405地面标高地表最大标高1086.1m,最底标高891.0m井下位置东东部为401采区五条大巷南南侧为40109实体煤西西部为401采区边界线北北侧为40105工作面实体煤上部为已回采的4上煤41104工作面,隔厚832米,呈西薄东厚趋势煤层底板标高589.4642.2m煤层埋藏深度245440m回采影响在工作面塌陷影响范围有文家店和菜子村两个行政村庄,采掘过程中地表裂缝对工作面西部上方的文家店影响较大、范围较广,东部菜子村受影响范围主要为废弃窑洞;工作面中部深沟壑中有两小溪,皆常年流水,菜子沟水量在3m³/h左右,文家沟水量在5m³/h左右。由于村庄均位于工作面塌陷影响范围之内,采掘活动可能会对村庄造成一定影响。走向长度/m1860倾向长度/m164/148.5(一次切眼)面积/303400附图1-1:40107工作面井上下对照图第二节 煤层赋存情况表1-2 煤层赋存情况表开采煤层4号煤种烟煤硬度硬度相对较大,系数3.0左右煤层厚度煤层厚度5.417.7m,平均13.1m物理性质煤层属低变质烟煤,黑色,褐色、棕褐色条痕,细条带、条带状构造,层状构造,贝壳状、阶梯状及参差状断口煤岩特征以亮煤、暗煤为主,含少量镜煤。煤层的显微煤岩组分以有机物为主,无机组分次之。其中有机组分中又以粘土类和碳酸盐类为主,硫化物和氧化物较少。煤层结构属稳定厚、特厚煤层,煤层结构简单,局部含02层夹矸,厚度0.080.5m,大部分不含夹矸,岩性多为炭质泥岩。煤质工作面范围内煤层灰分一般在10%15%之间,局部灰分在15%-25%;硫份主要以硫化铁硫为主,工作面西部区域为特低硫区,硫分含量<1.0%,东部煤层硫分含量一般在1.0%-1.5%,局部硫分1.5%-2.5%;发热量为19.28-29.43KJ/Kg,一般26.37 KJ/Kg;工作面煤质属于中灰低硫高发热量的低变质烟煤(不粘结31号煤),为优质动力、气化用煤和民用燃料第三节 煤层顶底板特征表1-3 煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石类别厚度特征顶板伪顶该工作面煤层无明显的泥岩伪顶存在直接顶泥岩平均厚度3.12m多为泥岩、浅灰色,具水平纹理,含黄铁矿结核和植物化石,其抗压强度24.6 MPa,软化系数0.4,属于易冒落半坚硬不稳定型老顶粉砂岩平均11.88m浅灰灰白色,其抗压强度63.76 MPa,软化系数0.50,属于半坚硬较稳定型底板直接底铝土质泥岩平均厚度6.65m褐灰色,光滑细腻,厚层状,含鲕粒,遇水极易软化,易膨胀,其抗压强度29.4MPa,软化系数0-0.15,属于不坚硬不稳定型说明:因煤层底板为铝土质泥岩,遇水易膨胀,为了确保顺利回采,在运回顺槽掘进期间巷道底板留设1.5m厚的底煤。附图1-2:40107工作面煤层综合柱状图第四节 地质构造工作面位于401采区西翼中段,区域构造位置处于祁家背斜与师家店向斜之间,主要受祁家背斜控制。工作面煤层倾角大部比较平缓,为1o6o左右,工作面东部煤层倾角相对较陡。井田主要褶曲情况见下表:表1-4 褶曲情况表序号褶曲名称褶曲情况描述对回采影响1祁家背斜位于矿井中部,轴向近东西向,轴长约9km,轴部地层倾角2°左右,北翼倾角5°左右,与安化向斜南翼过渡部位倾角增大(1721°),背斜宽度2.53km,枢纽呈马鞍状起伏影响较小2师家店向斜位于矿井南部,轴向北东东,向西倾伏变宽阔,两翼倾角平缓,一般23°,局部56°影响较小另外,根据41104工作面揭露及4上煤精细化解释显示,井田内还发现5条正断层,井田主要断层情况见下表:表1-5 4上煤精细化解释勘探断层情况表序号断层名称性质走向/(°)倾向/(°)倾角/(°)落差/m井田内延伸长度揭露情况1FX3正断层NWNE501.6约350m在41104工作面未揭露2FX5正断层NNWNNE500-3200m3FX7正断层NESE40-450-4500m4FX8正断层NWNE450-3170m5FX9正断层NNWNNE500-4约155m以上断层为4上煤精细化解释勘探断层,延展至4煤可能性较小。故工作面构造类型较为简单。第五节 水文地质一、充水因素分析该工作面煤层顶板直接充水含水层为延安组煤系弱含水层,涌水量较小,不会对开采造成影响,但4号煤层上覆有两层的富含水层,分别为洛河组和宜君组,随着开采条件变化,也可能成为采场充水因素之一,加之40107工作面采掘过程中存在41104采空区透水的可能性,因此该工作面在回采期间,防治水工作均尤为重要。据大佛寺煤矿地下水对煤矿安全开采影响的研究与分析报告,4煤最大裂高采厚比26.98倍,裂高采厚比一般16.85倍,40107工作面煤厚5.417.7m,采高可达到4.016.2m,采用一般裂高采厚比16.85,计算得导水裂隙带发育高度67.4273.0m,而40107工作面范围内4煤层据洛河组平均隔厚180m左右。40107工作面采掘过程中导水裂隙带发育高度可发育至洛河组。40107工作面范围内4煤层与4上煤间距832m之间,据彬长矿区大佛寺矿40301工作面开采对地表建筑物影响研究报告研究结果,综采放顶煤冒落高度一般为采高的35倍,最大可达到7.29倍,经工作面采高计算得远大于4煤层与4上煤隔厚,故回采垮落过程中会导通41104采空区积水。二、涌水量预测40107工作面回采过程中,工作面涌水主要来自延安直罗组弱含水层、宜君洛河强含水层及41104采空区积水,预计正常用水量60m3/h,最大涌水量可达到500m3/h左右。第六节 影响回采的其他因素表1-6 影响回采的其他地质情况表瓦斯本矿井为高瓦斯矿井,工作面绝对瓦斯涌出量56.81m3/min。分布规律:40107工作面煤层厚度平均13.1m左右,在井田范围内属较厚煤层,故瓦斯含量较高。随工作面煤厚变化规律,煤层瓦斯含量也呈东高西低的规律。CO2煤尘爆炸指数煤尘具有爆炸性,爆炸指数为30.08%,因此回采期间不但要严格落实好防灭火的措施,还要落实执行好消尘管理措施。煤的自燃倾向性4号煤层属自燃发火煤层,煤尘具有爆炸危险,且发火期短,仅为3-5个月,最短24天。地温危害无地温危害冲击地压危害无冲击地压危害第七节 工作面储量及服务年限40107工作面设计长度1860m,可采长度1730m,停采线距大巷130m,倾向164m(其中1400米至1860米倾向长度148.5m),煤层平均厚度13.1m,可采厚度11.6(留设底煤1.5m),容重1.39t/m³。根据相邻工作面回采统计,回收率可达80%,工作面各储量情况如下:工作面地质储量(一)工作面地质储量=1860×164×13.1×1.39=555.4万吨(二)工作面动用储量动用储量 = a ×b×m× =(1270×164×11.6×1.39)+(460×148.5×11.6×1.39)=446万吨式中: a -工作面走向长度,m ; b -工作面倾向长度,m ; m -工作面煤层平均可采厚度; -煤的视密度,t/m³。(三)工作面采出量:工作面采出量=工作面动用储量×工作面回收率=446×80%=357万吨(四)工作面生产能力:采煤机截深为800mm,每割两刀放一次顶煤,放煤步距为1600mm。1、循环割煤产量计算:采煤机为双向割煤,两刀一放为一个循环,则Qxg2B×Bg×H1××P12×0.8×164×3.4×1.39×0.951178.1(吨)式中: Bg采煤机截深,0.8m2、循环放顶煤产量计算:Qxf2B×Bg×H2××P2 2×0.8×164×8.2×1.39×0.70 2093.6(吨)3、平均日产量:QT=(Qxg + Qxf)×n×C2=(1178.1+2093.6)×4×0.9=11778.1(吨)式中: n日循环数,取4C2正规循环率,90%4、月产量:QnQT×30×C311778.1×30×0.9533.57(万吨)40107工作面月产量为33.57万吨/月。 (五)工作面服务年限:TZ/A357/33.5710.6月式中:T服务年限(月) Z可采储量(万吨) A工作面生产能力(万吨/月)第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、巷道布置工作面运、回顺槽及灌浆巷沿煤层走向布置,切眼沿煤层倾向布置。运回顺均沿煤层底板留1.5m左右底煤布置,其中回顺铺0.2m混凝土地坪。运顺通过运联与辅运大巷连接,运顺风桥跨过4煤2#辅运大巷、4煤1、2#回风大巷、4煤胶带大巷与40104回顺风桥连接。回顺自西翼预抽巷共用联巷开口,通过西翼预抽巷回风通道与4煤2#回风大巷相连,回顺1400米向里由于掘进期间顶板冒漏,从1400米向里煤墙侧留10米煤柱二次掘进。灌浆巷在工作面西部沿顶板布置,留1米顶煤,(由于工作面东部煤层较厚,灌浆巷布置在煤层中部)。泄水巷布置在40107工作面运顺南侧,位于41105灌浆巷正下方,与运顺相距24m煤柱。泄水巷沿煤层底板布置,留0.5米左右底煤。附图2-1:40107工作面巷道布置图二、巷道断面及支护说明依据矿井初步设计及西安科技大学对矿井4煤层所作的支护设计和近期采用的补强支护设计,开拓巷道采用锚网索喷支护,过构造带时根据实际情况采用U型钢棚支护;回采巷道采用锚杆、锚索、钢带、金属网、菱形铁丝网、桁架支护,并根据围岩稳定性必要时架设工字钢棚加强支护。巷道断面设计主要根据机械化矿井巷道安全间隙要求及设备外型尺寸而进行设计,并且符合煤矿安全规程规定,巷道断面表2-1。表2-1 巷道特征表名称掘宽×掘高/m净宽×净高/m毛断面/净断面/支护方式40107运输顺槽5.4×3.45.2×3.318.417.2锚杆、网、锚索、钢带40107回风顺槽5.4×3.55.2×3.218.916.6锚杆、网、锚索、钢带40107切眼8.6×3.38.4×3.128.3826锚杆、网、锚索、钢带根据煤矿安全规程要求,巷道断面能够满足生产及安全需要。第二节 采煤方法一、采煤方法 工作面采用后退式走向长壁综合机械化放顶煤开采方法,全部垮落法管理顶板。二、采放高度、采放比40107工作面可采煤层平均厚度11.6m,其中割煤高度3.4m,放煤厚度平均8.2m,采放比为1:2.4。第三节 采煤工艺一、工艺流程以采煤机机头斜切进刀为例:安全检查,准备工作采煤机由机头斜切进刀移机头由机头向机尾割煤移架推移前刮板输送机移后刮板输送机机尾斜切进刀由机尾向机头割煤移架推移前刮板输送机放顶煤移后刮板输送机。二、工艺说明1、破煤:采用MG500/1180-WD双滚筒采煤机双向割煤(往返一次割两刀),进刀方式为在工作面两端斜切进刀割三角煤。斜切进刀时,应提前调整好刮板输送机,调斜段长度不得小于15m即10架。机组正常牵引时,前滚筒割顶煤后滚筒割底煤,截深0.8m,采高3.4m。当采煤机割至工作面端头时,其后的刮板输送机移近煤墙,采煤机机身处尚留有一段下部煤(图a)升降摇臂,将前滚筒降下,后滚筒升起,反向牵引,沿刮板输送机弯曲段割入煤墙,直至前刮板输送机弯曲段移成直线为止(图b)升降摇臂,再次调换滚筒上下位置,返回割煤至前部机头处(图c)割完三角煤后,再次调换滚筒位置,反向正常割煤(图d)图2-2 40107工作面采煤机进刀方式图2、装煤:利用采煤机滚筒螺旋叶片装煤,推溜时溜槽上的铲煤板清除浮煤。3、运煤:煤由工作面SGZ1000/1400型和SGZ1200/1400刮板输送机SZZ-1350/700转载机DSJ140/300/3×400型胶带输送机集中胶带输送机巷井底煤仓主斜井胶带输送机地面原煤仓动筛车间成品仓。4、移架:工作面实行追机移架作业, 距采煤机后滚筒3-6m追机移架,同时伸出护帮板护住煤墙,移架方式为单架依次顺序移架(沿采煤机牵引方向依次前移),移架步距0.8m,将支架移成一条直线。5、推移前部刮板输送机:推移前部刮板输送机要滞后拉支架点15m后推移,刮板输送机的弯曲度不大于3。,弯曲段长度不小于15m,推移时只能单向推移,严禁由两头向中间推移。6、放顶煤:放煤步距1.6m;放煤方式:根据4煤层赋存条件,结合相邻工作面的开采实践经验,采用多轮分段、顺序循环放顶煤的方式放煤,即:割第一刀煤拉架后少量放煤,割第二刀煤时用插板适量放煤,最后活动尾梁放煤,直到顶煤全部放干净。放煤顺序:由下向上,即由机头向机尾方向放煤,严禁反向,以达到提高回收率的目的。初次放顶煤:开采初期,顶煤破碎状况不好,直接顶未垮落,顶煤不易冒落,可采取以下措施:放慢割煤和移架速度,延长空顶时间,连续升降支架,使顶煤和直接顶离层破碎、跨落,但应注意降架幅度不宜过大。为提高回收率,工作面开采前可考虑采取深孔松动爆破措施。(5)未采放煤:距停采线15m时,工作面停止放煤。7、拉后部刮板输送机:拉后部刮板输送机时,连续渐进操作3-5个千斤顶,使后部溜槽弯曲长度不小于15m,拉后部刮板输送机距放煤点应控制在15m以上,并保证拉移步距0.8m。8、拉移转载机、超前架、端头架:当前后部刮板输送机拉移一次机头,转载机相应前移一次,然后拉移超前架、端头支架。9、支护:工作面中部支架采用ZF-10000/24/36型低位放顶煤液压支架支护顶板并同时放煤;工作面端头采用ZTZ20000/25/38型中置端头架支护,过渡架采用ZFG10000/25/37H支护,回顺超前液压支架组采用ZTC40000/25/38B型支护,运顺超前液压支架组采用ZTC40000/25/38A支护。10、采空区处理:采用全部垮落法管理顶板。第四节 设备配置一、采煤机械根据大佛寺矿井生产情况及该面的地质条件,该面设备配置如下:MG500/1180-WD型采煤机一台,SGZ1000/1400型和SGZ1200/1400型刮板输送机各一部。一次切眼形成安装ZF10000/24/36支撑掩护式液压支架95架,ZFG10000/25/37过渡架6架(二次切眼形成后增加6架中部架和4架过渡架,并延长前后部溜槽)及其配套设备,详见设备配置表。附图2-3:40107工作面设备布置图表2-2 MG500/1330-WD型交流电牵引采煤机主要技术参数采高(m)截深(mm)滚筒直径(mm)牵引速度(m/min)装机功率(kw)截割功率(kw)机面高度(mm)电压等级(V)喷雾灭尘方式机身长度(m)2.4-4.480024004-1011802×50016403300内外喷雾15二、液压支架支护强度验算:按经验公式计算顶板载荷Pt=8×9.81×h× Pt=8×9.81×3.4×2.6693.7kN/m0.69MPa式中:Pt顶板载荷(MPa) h采高(m) 顶板岩石容重(t/m),一般可取2.6。ZF10000/24/36型放顶煤液压支架支护强度为1.11.14MPa,大于顶板载荷0.69MPa,故ZF10000/24/36型放顶煤液压支架满足工作面支护需要。表2-3 工作面主要设备配置表序号名称规格型号单位数量1中部支架ZF10000/24/36架1012过渡支架ZFG10000/25/37架103端头支架ZTZ20000/25/38型中置组14运槽超前液压支架组ZTC40000/25/38A型组35回槽超前液压支架组ZTC40000/25/38B型组46采煤机MG500/1180-WD台17前部刮板输送机SGZ1000/1400台18后部刮板输送机SGZ1200/1400台19转载机SZZ1350/700台110破碎机PCM400台111皮带机DSJ140/300/3×400部112皮带机自移装置ZY2700台113乳化液泵BRW500/31.5A台414乳化液泵箱RX550/35A台215辅助泵箱FRX35A台116喷雾泵BPW320/10A台317喷雾泵箱KPX630/20×2台218气雾阻化泵BH-160-12/G套219皮带机控制系统KJ50套120工作面控制系统KJ50套121移动变电站KBSGZY-3150/10/3.45台122移动变电站KBSGZY-2500/10/3.45台123移动变电站KBSGZY-1250/10/3.45台124移动变电站KBSGZY-1250/10/1.2台126组合开关KJZ3-600/3300-4台127组合开关KJZ-1500/1140-9台128组合开关KJZ3-1500/3300-9台129组合开关KJZ3-1200/3300-6台130回柱绞车45kw/22kw台各1第三章 顶板控制与管理根据40107工作面顶底板岩性特征和煤层的厚度等条件,选用全部跨落法管理顶板,随着工作面向前的推进,把工作面靠近采空区的支架撤出,让直接顶自行跨落。同时为了保证上下隅角顶板及时跨落,上下隅角悬顶面积过大,在运回顺超前架外跟前采用顶板松动爆破的方法强制放顶。第一节 支护设计一、工作面支护设计工作面布置101架ZF10000/24/36型支撑掩护式中部液压支架,机头安设3组ZFG10000/25/37过渡支架,机尾安设4组ZFG10000/25/37过渡支架。前端头安设一组ZTZ20000/25/38型中置端头架,两顺槽超前支护段采用ZTC40000/25/38超前液压支架进行支护。表3-1 支护设备选择表设备名称规格型号初撑力/Mpa工作阻力/KN数量中部支架ZF10000/24/362410000101架过渡支架ZFG10000/25/37241000010架端头支架ZTZ20000/25/38型中置24200001组运顺超前支架ZTC40000/25/38A24400003组回顺超前支架ZTC40000/25/38B24400004组支护强度验算:工作面的压力采用经验公式计算: Pt=9.81×h××k式中 :Pt 工作面合理的支护强度,KN/m;H 采高,m;顶板岩石容重, KN/m³,一般可取25.5KN/ m³;k工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为48,应根据情况合理选取。经计算Pt=9.81×3.4×25.5×8=6804KN/m<支架工作阻力(10000KN)故选用ZF10000/24/36型低位放顶煤液压支架支护是满足要求的。二、乳化液泵站(一)泵站的选型、数量供液系统采用BRW500/31.5A型乳化液泵供给支架升降推移阀,配置4台乳化泵及2台RX550/35A乳化液泵箱,供液管选用DN32高压胶管(耐压34MPa),回液管路选用DN51高压胶管(耐压34MPa),供液压力为31.5Mpa。(二)泵站设置位置泵站安设在运顺设备列车中部,距工作面距离200300m。(三)泵站使用规定1、卸载阀整定值为31.5Mpa,严禁随意调整安全阀的整定值。2、使用乳化液自动配比仪装置,乳化液浓度保持在3%5%之间,并经常检查配比浓度。3、要加强设备、管路的维修和保养,保持液压系统完好,杜绝跑冒滴漏及窜液现象。第二节 工作面顶板控制一、控顶距工作面ZF10000/24/36支架最大控顶距为6464mm(三机配套端面距340mm+前梁长1500mm+顶梁长3824mm+截深800mm),最小控顶距为5324mm。附图3-1:工作面最大最小控顶距示意图。二、工作面顶板管理根据40107工作面煤层底板等高线变化,工作面在回采过程中,由于开采煤层较厚,工作面生产需根据地质条件变化及周期来压情况,积极做好顶板管理工作。(一)工作面遇较大地质变化时,必须及时补充安全技术措施。(二)工作面顶板管理办法1、加强员工技能培训工作,工作中严格执行区队各项管理制度规定,按标准作业。2、熟悉工作面液压支架的性能、结构、原理,正确操作支架。3、拉移支架时,必须达到有效的初撑力,前梁接顶严实,护互帮板充分伸出,尾梁、插板位置合适,能够有效控制顶板漏矸。4、工作面周期来压时,煤墙片帮严重,出现切顶,工作面压力增大,拉移支架坚持超前拉架,并采用擦顶移架方式,充分支撑顶板。5、严禁工作面采高超高,控制在3.4m左右。6、工作面支架保持一条直线,不挤架、咬架、倒架。7、工作面上下隅角及时拆除锚杆托片、锚索托梁,让上下隅角顶板及时跨落,避免大面积悬顶。图3-1:工作面最大最小控顶距示意图第三节 两端头及运回顺顶板控制一、两端头支护1、工作面运顺端头支护采用一组端头支架及3组超前架支护,端头架支护范围为转载机尾段约15m左右;2、回顺端头支护采用4组超前架支护,回顺端头副帮采用“单体支柱+铰接梁”支护,单体排距控制为800mm,支护长度为支架切顶线至回顺超前架。3、采煤工作面安全出口与巷道连接处20m范围内采用超前支架进行支护,此范围巷道高度不低于1.8m。4、采煤机行走到机头机尾时适当减慢速度,随时注意顶板情况,端头支架必须升紧。二、上隅角单体支护为有效控制上隅角顶板,避免大面积悬顶,在上隅角至回顺超前架段打设单体液压支柱加强支护。1、支护范围:支架切顶线至回顺超前架后,打设单体支护,根据上隅角断面及时调整单体排数,保证间距1200mm,排距800mm。2、支护方式:单体支柱+铰接梁,并且在拦头柱处打设戗柱,拦头密柱间距控制为400mm。单体要迎山有力,穿好柱靴,拴好保险绳。如果巷道超高,可用板梁将顶板背实,高度符合要求后再打设单体,若超高巷道采用背顶或支垫木墩打设单体支护存在安全隐患时,可根据顶板情况取消超高段的单体支护。3、因上隅角铺设抽放管路,靠灌浆巷一排单体不能挤压抽放管路,距抽放管保持100-200mm距离。4、回柱地点:工作面支架拉移前在切顶线处进行回柱。5、上隅角断面发生变化时支护方案:工作面最后一个支架距煤墙距离小于1200mm时,由于空间狭小上隅角支护只打设拦头密柱、戗柱,密柱间距400mm。若上隅角煤墙距最后一个支架距离发生变化,必须及时调整上隅角单体支护方案,断面增大必须增加单体支护排数,保证排距800mm。三、运顺超前单体支护运顺超前支护段顶板管理由3组超前架进行支护,同时根据顶板完好情况自超前架向外打设单体支护。主要包括两段巷道的支护:一是超前架至转载机头的转载机巷,二是转载机头向外的皮带巷。运顺超前支护主要采用单体+铰接梁进行支护。如顶板压力小、无破碎下沉、锚杆失效等來压现象,可根据实际情况取消单体支护。1、转载机巷单体支护支护方案:在超前支架支护基础上,转载机非人行侧从皮带尾至超前架段采用单排“单体液压支柱+铰接梁”进行支护,顶部破碎时,铺设网片及半圆木背顶;转载机巷人行侧从皮带尾至超前架段采用单排“单体液压支柱+铰接梁”进行支护,紧靠转载机打设一排单体支护,此段支护的单体、铰接梁循环使用;若人行侧宽度较较大>1.6m或顶板破碎时,人行侧必须增加单体支护排数,按2排单体进行支护。施工要求:所打设的单体要求成一条直线,且三用阀口统一垂直采空区侧,手柄垂直巷道煤壁,单体支护穿柱靴,保险绳栓牢。2、转载机头向外皮带巷单体支护支护方案:转载机头向外由于皮带架下帮铺设抽放管路,以及开挖水沟,在顶板压力小,顶板较好的情况下可只在人行侧(与皮带架保持200mm间距)打一排单体支护。支护范围:转载机头向外20m范围内(根据顶板压力及完好情况延伸皮带巷单体支护范围);支护方式:“单体液压支柱+铰接梁”,顶板破碎处背半圆木+钢筋网片,所有打设单体穿柱靴。回柱地点:皮带巷单体支柱在转载机头处回柱,转载机巷单体支柱在超前架前方回柱。回收单体支柱继续向前补打,始终保持运顺超前支护距离。变化管理:工作面推采过程中,转载机巷向外运顺巷道出现顶板破碎、下沉严重等情况时,提前延伸超前支护距离,并在皮带架下帮、人行侧各补打一排单体支护,共计3排单体支护,延伸直至设备列车尾;并在转载机巷人行侧加设一排单体支护,共三排单体支护;同时向相关部门汇报,必要时采取架设工字钢棚等特殊补强支护措施。四、回顺超前单体支护:1、回顺超前支护主要采用单体+铰接梁进行支护。2、回顺超前架外单体支护根据顶板压力情况打设,顶板完好、压力较小时回顺超前单体支护可不打设;巷道顶板条件变化时,根据情况及时延伸超前支护距离,沿回顺超前架向外打设双排单体液压支柱,支护距离不小于10m。附图3-2:40107工作面及运回顺超前支护示意图五、备用支护材料数量和存放管理1、备用材料与工作面所使用材料规格型号相适应,能随时替换,并随工作面推进向外转移。2、工作面物料统一存放巷道一侧,分类挂牌码放整齐,存放宽度不得大于巷道宽度的三分之一,走向齐直且一条直线,不得影响行人运输。3、备用材料堆放在回顺距机尾100m以外安全地点,安排专人管理。 4、备用支护材料:单体、交接梁、柱靴等不少于10件。坑木(2.4m长板梁)不少于1m³。第四节 特殊时期的顶板管理一、初采、初放顶板管理(1)初采、初放期间编制专项安全技术措施。(2)回采工作面初次放顶前要编制初采初放安全技术措施。初次放顶期间,每班都要有初次放顶管理小组的成员跟班指挥,检查初次放顶措施的执行情况,发现不安全因素立即采取果断措施进行处理,防止重大冒顶事故的发生。(3)初次放顶的垮落高度,必须达到采高的1.52倍,即采高在2.5米以上的工作面,顶板冒落高度应在采高的二倍以上,采高在2.5米以下,顶板冒落高度应在采高的1.5倍以上。(4)开采初期,若顶煤破碎状况不好,直接顶未垮落,顶煤不易冒落,可采取以下措施:放慢割煤和移架速度,延长空顶时间,连续升降支架,使顶煤和直接顶离层破碎、跨落,但应注意降架幅度不宜过大。(5)只有在初次放顶管理小组确认回采工作面已初次放顶时,采面可以正常回采,初次放顶才算结束。二、周期来压顶板管理(1)加强来压的预测预报工作,掌握周期来压规律、强度,根据来压步距和强度采取相应的措施,做好放顶工作和保证支架初撑力,加强支架的支护质量,加强现场管理,严格按规程和措施执行。(2)工作面矿压观测将采用煤矿顶板动态检测系统进行实时在线监测,两顺槽顶板离层检测采用煤矿顶板离层在线监测系统实现实时在线监测。 (3)工作面支架以及运回顺所有单体支柱初撑力必须合格,特别注意工作面中部支架的初撑力及支架高度,及时采取措施预防冒顶。(4)加强上下端头顶板管理,要提高支护质量,适当加大上隅角支护密度,防止端头冒顶。采空区最大悬板面积不能超过公司的规定,否则要进行人工强制放顶。(5)周期来压前,跟班队干和班组长必须注意观察工作面和煤墙的变化情况,以及瓦斯浓度、支架状况并密切注意运、回顺是否有来压征兆,发现异常必须采取措施并及时向区队和调度室汇报,周期来压时,移架滞后采煤机不大于6米,空顶大或顶帮破碎区域必须及时打出护帮板或追机带压擦顶移架。运、回顺用单体液压支柱配合铰接梁进行支护,并用木板进行背顶,接顶严实。三、采面收尾时顶板管理(1)工作面收尾时,必须编制专项安全技术措施和顶板维护方案。(2)根据矿压观测规律合理确定停采线位置,避开周期来压区域。四、顶板破碎时顶板管理当工作面顶板破碎、局部片帮严重时,可提前移架,及时伸出护帮板支护煤壁,在顶板破碎的地段,为了有效防止顶板冒落、控制煤壁片帮,应采取及时拉超前架和带压擦顶移架的方法维护顶板。第五节 强制放顶方法为确保40107工作面上下隅角顶板得到安全有效的管理,保证上下隅角顶板进入采空区后及时垮落,杜绝上隅角瓦斯积聚,确保工作面正常回采,采取在上隅角“强制放顶+巷帮退锚”方法处理顶板;下隅角强制放顶方法处理顶板。1、上下隅角强制放顶(1)工作面每推采一个圆班或悬顶面积超过规定时进行一次强制放顶工作,具体施工由检修班执行。 (2)上、下隅角强制放顶采用松动爆破的方式进行,在超前架处打眼、装药进行松动爆破。 (3)强制放顶采取手持式锚杆钻机打眼、爆破作业的方式进行。电雷管为毫秒延期电雷管,最后一段延期时间不大于130毫秒,炸药为煤矿许用三级乳化炸药。(4)上、下隅角强制放顶施工时,另行编制专项安全技术措施。2、上隅角退锚(1)40107回顺巷道帮部(靠泄水巷侧),沿工作面走向方向,去除巷帮上部两排锚杆托盘及顶部边角一排锚杆托盘。(2)回顺巷道煤墙侧拆除巷帮桁架及所有锚杆托片。 (3)退锚工作具体由每班根据当班推采情况执行,拆除锚杆不得超过前溜机尾。(4)作业人员拆除巷帮上部或顶角锚杆时,必须站在操作平台上操作或拴保险绳。(5)遇巷道地质条件如坡度、顶板破碎、顶板下沉等变化时,不得进行此项作业。3、下隅角退锚在40107工作面端头架下帮第三个与第四个立柱中间,进行顶部帮部锚杆的拆卸,其中顶锚尽可能的拆卸,帮部拆卸上两排锚杆。第六节 矿压观测一、矿压观测内容40107工作面的矿压观测采用KJ216煤矿顶板动态监测系统,主要监测内容有:支架工作阻力监测和顺槽巷道顶板离层在线监测。二、观测方式1、工作面的矿压监测工作面支架利用安装压力监测分站(KJ216-F)观测支架立柱初撑力及观测支架立柱工作阻力的变化情况。测点布置:工作面每隔8架布置一个压力监测分站,测得的数据传输到地面电脑进行分析。2、矿压监测设备维护管理(1)转载机巷段的监测防护电缆必须做好防护工作,避免出现顶板掉渣或漏冒顶造成电缆损坏现象。(2)工作面电缆必须和照明电缆一样进行标准吊挂,留够富裕量,避免拉架造成的电缆扯损现象。(3)当工作压力较大的情况下注意保护工作面压力监测分站,防止因工作面死架造成压力监测分站损坏现象的发生。(4)工作面监测系统一但出现问题造成数据中断情况,应及时联系生产技术部进行处理。3、顶板离层装置在线监测(1)

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