1201采煤作业规程.doc
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1、编号:采1201号工作面名称:1201采煤工作面编 制 人:李志勇总工程师:梁兴平主管矿长:万永清安全管理负责人:万永禄 编制日期 :2012年 5月 18日执行日期:2012年5月28日101采煤工作面作业规程会签表会审人员签名日期总工程师生产矿长安全矿长机电矿长技术科调度室安全科机电科采煤队机电队 目 录第一章 概况(5)第一节 工作面位置井上下关系(5)第二节 煤层(6)第三节 煤层顶底板(6)第四节 地质构造(7)第五节 水文地质(7)第六节 影响回采的其他因素 (7)第七节 储量及服务年限 (8)第二章 采煤方法 (8)第一节 巷道布置 (9)第二节 采煤工艺(9)第三节 设备配置(
2、17)第三章 顶板控制(18)第一节 支护设计(18)第二节 工作面顶板控制(20)第三节 安全出口及端头顶板控制(21)第四节 单体柱使用及管理(22)第五节 工程质量标准(23)第四章 生产系统 (24)第一节 “一通三防”(24)第二节 瓦斯检查(24)第三节 安全监控系统(29)第四节 运输系统(30)第五节 排水系统(31)第六节 供电系统(31)第七节 照明通信和信号(31)第五章 劳动组织及主要技术经济指标(32)第一节 劳动组织(31)第二节 作业循环(32)第三节 主要技术经济指标(33)第六章 煤质管理(33)第七章 安全技术措施(34)第一节 一般规定(34)第二节 “一
3、通三防” (34)第三节 顶板管理措施(37)第四节 放顶煤安全措施(39)第五节 防治水措施(41)第六节 防止支柱倾倒措施(41)第七节 提高采出率措施(42)第八节 提高煤质措施(42)第九节 放炮措施(43)第十节 运输措施(44)第十一节 工作面试运转、初采初放、调采及收尾措施 (48)第十二节 电气设备、电缆的检修与维护措施(51)第十三节 采面上下付巷维修措施(51)第十四节 其他(52)第十五节 作业规程的审批、修改、贯彻(52)第八章 灾害应急措施及避灾路线(53)第九章 作业规程贯彻、学习单位、个人签字 (54)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
4、关系见表1。工作面位置及井上下关系表 表1 水平名称1925采区名称01地面标高(m)2017井下标高(m)19251949地面相对位置本工作面位于井田南部回采对地面设施的影响工作面所在地表没有其他对开采有影响的大型建筑物井下位置及与四邻关系本工作面位于尚没有布置12轨道上山西翼,其南部为主井运输大巷部,东部和西部为井田边界。走向长度(m)195倾斜长度(m)55面积()10725第二节 煤 层本工作面的煤层厚度由313m,平均8m,中间有加0.31.2m矸石,采区中间有小煤矿巷柱式采空区,由于掘进的过程中遇有小型的地质构造影响,在布置的采面切眼区域出现底板起伏。根据掘进期间揭露的资料表明,本
5、区段构造复杂,大致呈王家山向斜构造,其产状为:走向109119,倾向为199209,倾角为1020,工作面煤层情况见表2。煤尘爆炸指数 2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行煤尘爆炸性检验知,煤尘无爆炸危险性。煤的自燃倾向性 2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行自燃等级检验结果为,自燃等级为二类,易自燃,自燃发火期为六个月。煤 层 情 况 表 表2煤层厚度(m)8(平均)煤层结构单一煤层倾角()1020开采煤层一1硬度f=0.51煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述灰黑色半亮型粉末状无烟煤,中间有0.41.2m矸石,采区中间有小煤矿巷柱式采空区,
6、主要呈粉末及少量快状产出第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3。煤层顶底板情况表 表3顶、底板名称岩石名称厚度(m)特 征基本顶中粒砂岩8.47灰深灰色成份以石英长石为主层面富含白云母片和炭质直接顶泥岩或砂质泥岩5.90深灰色厚层状层理不清,含植物化石碎片伪 顶泥岩1.15深灰色层面含白云母片及炭质产植物化石直接底沙质泥岩或泥岩7.2深灰色层面含白云母片具细砂岩条带和水平层理基本底石灰岩6.64灰色厚层状含动物化石裂隙发育且充填方解石脉第四节 地 质 构 造根据11轨道上山及101工作面运输巷和回风巷掘进期间揭露的资料表明,本区段构造复杂,大致呈向斜构造,其产状为:走向1091119,倾向
7、为199209,倾角为1020,本区内无大的断层和褶曲赋存,煤层顶底板局部有起伏,对回采造不成大的影响。第五节 水 文 地 质一、含水层(顶部和底部)分析1、顶板水:根据11上山及本工作面上、下付巷掘进提供资料得知,该工作面顶板砂岩含水层较弱,预计回采时局部不会出现顶板浸水现象。2、底板水:依据一三三地质提供资料表明,本井田属于水文地质条件简单的矿床中的第二种情况:直接充水含水层单位涌水量小于0.1升/秒米。另据我矿掘进期间提供资料表明,井田内煤层底板中的七八灰岩含水性极差,自开采以来无发现底板突水现象,以此推断在现在开采区域内的承压含水层与开采煤层之间的隔水层能够承受实际水头值,该区域底板水
8、对正常回采不会造成太大影响。 二、其他水源的分析老空水:工作面上下顺槽在掘进时与见小煤矿老巷,同时对上下顺槽进行啦探放水,没有老空水涌出,但为了确保回采安全,仍需在回采过程中加强采面水量监测,若有异常及时报告调度室,便于及时采取措施进行处理。断层水:工作面掘进时揭露的地质构造含水性较差,因此在回采时,不会受到断层水影响。三、涌水量:见水文地质情况表4 水文地质情况表 表4充水因素工作面无水害威胁预计最大涌水量/(m3/h)1m3/h河流冲刷带无正常涌水量/(m3/h)0.2m3/h岩浆侵入体、陷落柱无回采影响工作面无重大充水因素及水害威胁第六节 储量及服务年限一、储量(一)工作面地质储量工作面
9、倾斜长度平均为55米,可采走向长度平均为180米,煤厚平均为8米,容重为1.38吨/米3,平均倾角为18,工作面回采率按80%计算:回采面积:55180=9900(平方米)地质储量:5518081.38=109296.9(万吨)(二)工作面可采储量可采储量:1805581.380.80=87436.8(万吨)二、工作面服务年限由于本矿井设计一个工作面满足矿井生产能力,月以0.6万吨产量计算,可采期为:87436.90.8万吨11(月)第二章 采 煤 方 法根据煤层赋存情况及我矿生产技术条件,该工作面采用走向长壁采煤法,炮采放顶煤回采工艺,全部垮落法管理顶板,采面由东向西推采即:后退式开采,工作
10、面采用“三八”制作业,两采一准的作业方式。第一节 巷道布置101工作面在11轨道上山东部布置,采面上、下顺槽均沿煤层走向布置,上、下顺槽方位109,切眼方位为19。采面运输巷、回风巷均采用梯形断面木棚子支护,运输巷用于运输、行人、进风,回风巷用于回风、运料。第二节 采 煤 工 艺一、落煤方式:打眼爆破落煤或手镐落煤。二、炮采放顶煤主要工艺流程工艺:破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤流程:打眼、放炮、移主梁、清煤、移副梁、放顶煤、移溜1、 交接班检查打眼放炮攉煤降主棚支柱移主梁超前支护护顶拉线升柱,完成单架迈步支护。2、 待该段采通后,开始移副棚,降副梁柱移副梁升副架支柱安全质量检查。3
11、、待该段采面全部采通后,开始按工艺要求放顶煤,把煤放净后,开始移溜拉线检修交接班,完成工作面循环。 详见采煤工序图解(附图1)。图1 采煤工序图解三、各工序具体操作如下:1、打眼放炮:打眼放炮工应提前二小时到采面进行打眼装药,做好开邦前的准备工作。打眼工具采用MZ1.2型煤电钻和螺旋型钻杆,爆破采用2号硝铵炸药,起爆工具采用KB50型放炮器 ,联线方式采用串并联,封孔采用水炮泥(先装)和粘土混合封孔,其深度不少于0.6m,炮眼布置采用二排三花眼方式,眼深1.2m,炮眼打法及装药量依爆破图表(炮眼布置图3和表5爆破说明书)执行。 图2 炮眼布置图 爆破说明书 表5炮眼名称角度眼距顶眼距底炮眼排距
12、炸药雷管万吨耗水平角度垂直角度每孔(kg)每循环(kg)每孔个每循环个炸药kg/万吨雷管个/万吨上排眼755-100.71.31.60.155.11343902500下排眼7510-151.70.30.80.1510.2168要求炮眼的深度、角度及装药量等,必须严格按照爆破图表及爆破说明书的规定执行,严格执行放炮的各项制度要求,联线方式为串并联联线方式,即上下排炮眼先分别串联,再把上下排串联好的联线再并联,推广采用毫秒爆破技术,以缩短放炮时间。 放炮顺序:由工作面机尾处开始,向工作面机头处的顺序依次放炮,以减少爆破重复清煤,减少清煤工作量,提高架棚速度,加快循环。2、开帮移主梁支架护顶:放炮后
13、应首先检查工作面的安全情况,加固支架,安全有保证后攉煤开帮掏梁窝,开帮深度保证1m。其次移主梁支架护顶,架棚子时必须有2人协同操作,移梁要交替迈步前移,不得齐头并进。采煤工须将主梁老塘侧支柱卸压撤掉,打在付梁下,作为付梁的中间柱,然后再给该支架的煤帮柱和中间柱卸压进行移梁,梁移好后要及时升柱支护顶板,并用金属网打好顶,再进行刷煤帮挖柱窝,煤帮刷好、柱窝挖好后,把付梁下的中间柱移至煤墙做为主梁的煤墙柱,拉线站好煤墙柱,用金属网把煤帮护好,用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来,主梁又形成一梁三柱。这时该棚支护形成双棚交错布置,最大控顶距为3.2m。采面各眼场均按上述方法进行,直至整个煤帮开通。工作面
14、煤壁开邦一次不能完成分段进行开采时,分段范围内的煤帮必须在开帮完成后方可进行下个工序的工作,并在已采部分与未采部分过渡处,保证最大控顶距四棚错梁支护,确保足够的通风断面。在工作面初次来压前、周期来期间、过断层或断层破碎带、过老巷或过空、煤壁松软或破碎时必须按上述方法进行操作,及时站好煤墙柱;如果煤壁比较完整安全有保证的情况下,主梁移好后最多可以形成五棚悬臂梁的支护形式,超过五棚时必须把煤墙柱及时补齐。3、移副棚梁支架放顶:移架放顶前,首先应检查放顶地点及周围的支护情况,要求放顶地点前后5m支架不得歪旋,放顶退路必须畅通,确认无危险后方可作业。开帮完成后主梁形成一梁三柱,移套棚梁时先站煤墙柱,把
15、主梁中间柱的防倒链撤除,主梁的中间柱移至套棚的中间,作为套棚的中间柱,把套棚的舍帮柱卸压移至煤墙,作为套棚的煤墙柱,此时由于套棚的梁未移到位,无支护的单体柱易倒,应采用一根10mm的尼龙绳把两根柱的手柄联结在一起,防止套棚的煤墙柱倒落伤人。然后对套棚的两根单体柱卸压移梁,梁移到位后,及时升柱支护顶梁,使之与开帮支护的单棚并在一起形成对棚,原套棚的煤墙柱移至主梁的中间作为主梁的中间柱,再用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来,梁移好后必须用荆笆和椽子把舍帮打好,不准使矸石和顶煤向外涌出,这样,棚子形成开帮前的两梁五柱的支护型式,最小控顶距为2.2m,到此开帮移架放顶完成一棚。采面其余棚子移架作业方式
16、均按上述方法逐棚进行,直至整个采面或分段范围内的开帮移架放顶工作完成。4、放顶煤:放顶步距的确定严重影响着煤的质量和采出率,合理的选择放煤步距,对提高采出率、降低含矸率十分重要。放顶步距与顶煤厚度、松散程度即放煤口的位置有关,其经验公式如下:L=(0.150.21)h式中:L放顶煤步距,m; h放煤口至煤层顶部的垂高,m。代入公式:L=0.25.00=1.00m(由于煤层属“三软”不稳定,即取系数0.2)根据上述公式计算本工作面的放顶步距应控制在1.01.3m之间,因放煤步距过大时,所需放出煤的体积也较大,若打开放煤口,随破碎顶板的放出上方矸石也将不断的向放煤口移动,由于待放的煤比较多,在上方
17、矸石到放煤口后,其采空区后面仍有一部分顶煤没有放出,造成顶煤的过多损失。放煤步距过小时,后方矸石易混入放煤口,影响煤质,并容易误认为煤以放尽而停止放煤,造成上部顶煤的丢失。本作面放煤步距取1m(祥见附图3:放煤步距剖面图)。 图3:放煤步距剖面图工作面或分段范围内支护全部结束后,开始放顶煤,采面放煤采用分段多轮多次自上而下的顺序进行。放顶煤的人员选派责任心强,并经过专门培训,作业人员应依照放煤工操作规程的规定进行放煤,严禁在支架顶部放煤,放煤口位置在溜子以上0.30.5m之间,放煤口尺寸为0.30.3m,原则是不准超过支柱手把,必须在手把以下放煤,严禁在支架顶部放煤。顶煤的放出顺序,可从工作面
18、的上端开始,放煤口位置为隔棚开口,即1.5m左右开一个放煤口,但同时放煤的两个放煤口的间距要保证在20棚(约12m),沿工作面每次只准开两个放煤口同时放煤,以利于两个放煤口之间脊背煤放出,每个放煤口放煤约5分钟,停止放煤,及时用荆笆椽子挡好放煤口,依次向下另开放煤口(祥见附图6:采煤工作面放煤口布置图)。为保证少丢煤提高煤炭的回收率,工作面顶煤厚度平均为7m,共分三轮放完,第一轮先从安全出口向下放奇数,第二轮放偶数,第三轮依次顺序进行,每次放出的煤量为顶煤厚度的三分之一。最后一轮放煤完成后如果各别眼场顶煤仍未放完,可以在这些眼场重新开放煤口进行放煤,最终使舍帮侧的矸石和顶部矸石同时达到放煤口为
19、宜,这样整个采面或分段范围内的放煤工作全部完成,把放煤口挡好,再进行下一项工作。 图4:采煤工作面放煤口布置图放煤时工艺要求:(1)“多轮间隔,顺序等量,由底到顶、均匀放煤”。(2)移副梁放顶时舍帮必须封闭,减少顶煤冒落。(3)“开帮段严禁放煤,放煤段严禁开帮”。(4)放顶煤要做到少量均匀,多轮多循环反复进行,以达到使顶煤均匀下沉,防止一点突破造成提前来矸。(5)端头处应适量放煤,以保证安全出口支架的稳定。(6)放煤后必须保证舍邦侧充填密实,在老顶周期来压期间,要尽量少放顶煤,以免来压时摧垮棚子,严禁空邦空顶现象。(7)在放煤的过程中,当有大块煤矸石堵塞放煤口时,且上部煤层没有放净的时候,可适
20、当的移动尾梁进行放煤也可用钢钎、铁锤将其击碎,然后再进行放煤。(8)如果在第三次放煤时遇到特大煤矸石,要及时从大块煤矸石的两侧进行放煤。(9)煤矿安全规程第六十八条第三项中规定:大块煤(矸)卡住放煤口时,严禁爆破处理。(10)放煤后,必须对单体柱进行二次补液,使支柱支撑牢固,放煤工必须经过培训,持证上岗。(11)放煤完成后,应检查顶煤是否放干净,未放干净时,应再开口进行补放,最后使顶部矸石和采空区矸石同时到达放煤口为宜,达到丢煤量少,含矸率低的标准,然后关闭放煤口放煤工作完成。(12)放煤工作完成后,放煤工必须将放煤口金属网连接好,防止矸石窜入工作面。5、清煤移溜:放煤结束后,开始清理浮煤,中
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