采煤工作面作业规程.doc
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1、荥经县齐心煤业有限责任公司 采煤工作面作业规程 编号:QCG-0701工作面名称:22采煤工作面编 制 人:施工负责人:总工程师:主管矿长:批准时间: 年 月 日执行时间: 年 月 日作业规程会审意见表部 门汇审意见日 期总工程师生 技 科安 监 科机 电 科采 煤 队参目 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 影响回采的其他因素第七节 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 设备配置第三章 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章 生产系统
2、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 通信照明第五章 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 其他第八章 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 附工作面位置关系图1(采掘工程平面图) 第二节 煤层附图2:煤层柱状示意图附图3: 煤层底等高线示意图附图4:煤层剖面示意图工作面关系位置图(一):第三节 煤层顶底板第四节 地质构造根据已回采工
3、作面和布置本区回采巷道所揭露的地质情况,在本区内无断层,煤层较稳定,煤层的变化在正负1020厘米之间,部份地点煤层顶板较破碎,在回采过程中要加强支护。第五节 水文地质一、涌水量1、对煤层开采有影响的含水层,位于五连炭之上的须家河组上段的多旋回中厚层状,中细粒长石砂岩与泥页岩,厚约150米。组成复合含水层及隔水层,在全区分布较为稳定。因其与地表水无直接联系,五连炭的顶底板富水性及水量补给较弱,矿井涌水量15-30m/d,故涌水量不大。2、煤层顶板为弱充水矿床,矿井水的主要来源于岩层、煤层露头导通水和小煤矿积水。3、21采空区有少量积水,但对本区煤炭开采无影响。第六节 影响回采的其他因素 一、影响
4、回采的其他地质因素二、压力集中区两工作面运输机头及北回风巷(以南为采空区)均为压力集中区,在生产中必须加强支护。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量:Q=采面走向长倾斜长度煤层厚度煤层密度Q=1622220.771.50=41538T煤柱损失:停采线距运输大巷25米,两回风巷各留1米煤柱,开采每间隔推进3米与回风巷揭穿。煤柱损失煤量为 Q损=(221622202)1.50=4209T工作面可采煤量=工业储量-煤柱损失Q可采量=41538-4209=37329 T落煤损失:本矿开采煤层为薄煤层,工作面普采,其落煤损失率按2%计算:落煤损失煤量=可采煤量落损率Q落损=373292%=747T采面
5、实际回采煤量=工业储量煤柱损失量落煤损失量 Q实=41538-4209-747=36582T采面回采率=工作面实际回采煤量工作面工业储量100%=3358241538100%=88.07%二、采煤工作面服务年限 工作面服务年限=可推进长度/月设计推进度=202127=7.5个月(每天进1米,每月出勤27天)第二章 采煤方法 五连炭煤层属薄煤层,平均厚度0.77米,煤层倾角平均为8度等煤层条件,采用倾斜长壁采煤方法。第一节 巷道布置采用平硐开拓,下山开采的方式进行采煤。885米水平大巷为矿井运输、行人、通风等服务,+885米煤层巷为工作面进料,运煤、行人、进风等服务。 885米水平大巷布置在距五
6、连炭煤层10米左右的顶板岩层中,断面形状为半圆拱,采用发碹支护,净断面6.29米,+885米煤层巷布置在五连炭煤层中, 断面形状为半圆拱,采用发碹支护,净断面5.38米;885米水平大巷与+885米煤层巷在1833米、2184米处用石立门联接。回风巷及皮带道均为梯形巷,净断面分别为3.51m2,3. 9 m2;采用架木厢进行支护,厢柱中中0.9米。开切眼规格2.0米宽,高1.0米,总长为162米,采用金属支柱支护。第二节 采煤工艺工作面采用截煤机掏槽、爆破落煤的采煤工艺,其工艺过程为:每天每个工作面一个循环,根据支护材料、顶板岩性和循环产量等确定每个循环进1.0米。 一、掏槽 选用MJ-50C
7、型截煤机掏槽,掏底板煤,掏槽深度1.0米,掏槽厚度10厘米. 二、爆破落煤 爆破落煤要求进度准确,煤块破碎均匀,不破坏顶板,不残留顶底煤,工作面煤壁平直,不崩倒支柱和崩翻输送机产尽可能减少炸药及雷管的消耗量等。一)、打眼1、打眼工具 在移运输机完毕后进入工作面进行打眼,打眼工具为一台MZ15T型煤电钻配42mm,长1.2米的麻花钻杆。2、炮眼排列由于C5煤层属中硬煤层和在实际生产作业中总结出经验,采用单排眼的布形式较为理想,故工作面炮眼采用单排眼沿走向排列。单排炮眼间距为1.5米。3、炮眼的角度 (炮眼角度包括炮眼角、仰角、俯角)(1)、炮眼角度即炮眼在层面上与煤壁的夹角,为便于操作且不崩倒支
8、柱和崩翻运输机,炮眼角度一般取70800,炮眼布置在两支柱之间。(2)、炮眼平行于顶板布置,炮眼蹀顶板10厘米。二)、装药放炮 (包括爆破器材、装药量、装药结构、联线方式、装药放炮顺序等规定)1、爆破器材(1)、雷管及炸药 雷管和炸药均为煤矿许用三级瞬发雷管和乳化炸药。(2)、放炮器 放炮器为MFB100型发爆器起爆。( 3)、放炮线 放炮线为胶质线,长度不小于100米。2、炮眼装药量 装药量为50克/眼,间隔装药量为75克/眼.循坏药量为27个0.050千克/个+27个0.075千克/个=3.375千克。3、装药装药采用正向装药,雷管从药卷的底端插入,药卷聚能穴向炮眼底,其后封填水炮泥及粘土
9、炮泥,其封泥长度不小于60。(附装药结构图)4、联线方式 炮眼联线采用串联方法联线。5、装药放炮顺序 装药放炮从机尾向头推进,每次爆破长度20米,工作面分4次爆破完毕;装药必须是一次装药一次起爆,严禁一次装药分次起爆。顶板破碎或遇断时应减少一次放炮长度或采取留煤垛间隔放炮。三)、炮眼布置图及爆破说明书1、爆破说明书2、吨煤雷管消耗量:54发91.68吨=0.589发/吨3、吨煤炸药消耗量: 3.375千克91.68吨=0.037千克/吨。二 、装煤与运煤1、装煤工作面为人工攉煤,工人进入工作面后首先将运输机上大量的煤炭刨开,便于运输机正常启动运行。2、采空区浮煤的处理 采空区煤炭在回柱前,在跟
10、班队长或班长的陪同下用长臂工具将煤炭回收干净。3、运煤 回采工作面采用SGD-420/22型刮板运输机运煤,运至皮带机巷运输机上在运输大巷装车。4、移溜 采面采用人工移溜,每班移溜移至距煤壁15处,将溜子安装直;机头可用顺槽溜子向上带机头。 移溜时应注意以下几个问题:、移溜前必须将浮煤清扫干净,对起伏的底板应先进行处理;、严格移溜顺序,可沿机头至机尾或机尾至机头,不允许从两头向中间移,移溜完毕后必须对运输机进行试运行,确保正常投入生产。三、工作支护及采空区的处理一)、工作面支护1、工作面支护使用金属支柱和铰接顶梁支护。采用正悬梁齐梁直线柱布置,最大控顶距为4.0米,最小控顶距为3.0米,排距为
11、1.0米,柱距为0.9米。工作面布置图: 工作面支护图2、工作面支护质量、工作面支柱、顶梁、水平销要实行编号并对号管理,要求号码清晰。 、支柱要打成一条直线,排距为1000,柱距为900,其篇差不大于30,顶梁端面距煤壁不大于100。 、新暴露的顶板要及时进行支护,严禁空顶作业。 、支柱支设要迎山有劲,迎山角为3050,工作面支柱必须全承载。 、金属支柱必须用5T液压升柱器将初力打够,支柱水平楔打紧,不得出现受压突然跑楔现象。 、支柱钻量大于100时,其支柱要穿铁鞋,铁鞋规格为100100。 、对失效支柱要及时进行更换。 、工作面不得钢铁木混支,并配备1020根1.51.8米同型号金属支柱,用
12、于工作面顶板垮高带。 、所有支柱及铰接顶梁的水平楔方向要一致,铰接顶梁的铰接率不低于85%。3、采空区的处理 、采空区采用局部充填(砌矸墙)方法进行处理,砌矸墙规格为1.52米宽,其间距为57米;砌矸墙时先将最后一排支柱的煤回收干净,矸墙切在硬底板上;矸墙内要充填实,不得用煤进行填充。 、工作面每推进510米后,要对矸墙位置和矸墙间的空间进行交换充填,防止局部冒顶和采空区涌入工作面。四、正规循环生产能力:W=LShC =811.00.771.598% =91.68TW工作面正规循环生产能力,TL工作面长度,81米;S规循进尺,1.0米,h工作面(纯)煤平均厚度,0.77米,煤的密度,1.5吨,
13、C工作面采出率,98%,每天一两个循环,日产量为91.68吨,月产量按27个工作日计算2475吨。第三节 设备配备设 备 一 览 表序号设备名称规格型号单位数量用 途1高爆开关BGP52-10台1采区峒室2馈电开关KBD-200台5采区峒室、带皮、溜子、3馈电开关KBD-350台2采区峒室、带皮、溜子4矿用变压器KS9-200 10/0.69KV台1采区峒室5煤电钻综保ZBZ-4台2电铃、煤电钻6启动器QBZ-80台5带皮、溜子、8煤电钻MZ-1.2台4工作面钻炮9电铃XELB150个2提升信号10橡导电缆UF-50m2600皮带、溜子等主线11橡导电缆UZF-4m1000煤电钻12橡导电缆U
14、ZF-1.5m2000信号、照明线路13截煤机MJ-50C台2采面掏槽14皮带运输机台2生产15刮板运输机SGD-30台3生产16防爆照明灯只8车场、重要设备地点17金属支柱MJ1050/350根1020工作面支护18金属顶梁DJB1000根1020工作面支护19升柱器台16第三章 顶板管理第一节 支护设计一、支护强度计算工作面采用金属支柱和铰接顶梁组合成正悬臂支架进行支护。(一)、支护材料特征表:、金属支柱规格型号公称高度()工作阻力(KN)活柱下缩量()极限工作阻力(KN)重量()最大(H1)最小(H2)初终WJ1050/35010506604035090500 2772、铰接顶梁规格型号
15、长度每次接长(根)许用弯矩(KN.m各向调角度(度) 公称重量 ()梁体铰接部上下左右DJB10001000 1 52.53073 30.92(二)、工作面支护强度1、采用经验公式计算强度:P=9.81hKCOS =9.811.0m2.50KN/ m35COS80=121.43KN/P采煤工作面支护强度h采高岩石平均溶重煤(岩)层倾角2、单体金属摩擦支护实际支撑力: R=K1K2K3K4K3K5R1 =0.990.950.91.00.9195=149KN/根R单体金属摩擦支护实际支撑力;KN。K1支柱工作系数,0.99K2支柱增阻系数,0.95K3支柱不均匀系数,0.9K4采高系数,1.0K3
16、倾角系数,0.9R1支柱额定工作阻力,按支柱初、终工作阻力的平均数计算:即195KN;3、工作面支护密度; =P/R=121.43KN/149KN/根=0.82根/4、工作面支柱柱距:L=(NS)/D =31.223.9=0.92米(现场取0.9米)L柱距 ; N工作面支柱排数;3S每根支柱的支护面积;1/0.82D最大控顶距;4.0米;现场每根支柱支护面积小于设计每根支柱支护面积即: 1.00.910.82 0.9根/1.22根/故规定采煤工作面排距为1.0米,柱距为0.9米合符设计要求。第二节 工作面顶板管理一、正常工作时期顶板支护方式 工作面支护为金属支柱和铰接顶梁组合成的正悬臂支架支护
17、,采用三排控顶,最大控顶距为4.0米,最小控顶距为3.0米,柱、排距分别为0.9米、1.0米;采空区采用局部充填法进行处理;采煤、采空区处理、及回柱交叉进行,工作面不得出现空顶作业。二、正常工作时期的特殊支护形式1、如果工作面顶板较破碎时,要增加支柱和铰接梁并超前掏梁窝,支架交替前进;防止顶板抽心。2、工作面煤壁片帮和伞檐长达50时,必须采用紧贴煤壁打支柱的方法进行处理。三、回柱与其他工序平行作业的安全距离1、 攉煤、回柱与支护及采空区处理均为平行作业;回柱工作由支护工操作,回柱安全工作的看守由该处攉煤工负责,回柱先将砌矸墙处支柱回掉,待矸墙砌完后进行正式回柱工作;回柱工作必须坚持从两矸墙中间
18、向两边回柱,在回柱前先要维护好附近支态,找掉顶帮活煤矸,清理好退路,保证后路畅通。回柱时,作业点上下15米范围内不有人员作业(一人回柱一人看守),回柱尽量调整在运输机没有运行时段内进行。攉煤工必须及时将支柱位置掏出,支护好后方可进行攉煤作业。四、特殊时期的顶板控制(一)、初采及末采安全技术措施1、初采、初采支架的更换 待工作面开切眼内运输机安装完毕正常运行后进行支架的更换,按作业规程规定的柱距,采用单排中心梁柱进行更换;第二、三排为单梁双排支柱。、初采煤 初采前两班采用人工挖煤,每班进0.5米,第一班支护采用单柱戴帽进行支护,待第二班生产完毕后支护形式改为单梁双排支柱(工作面形成三排支柱支护,
19、形成最小控顶距时工作面的支形式),前两班工作面所有的煤矸全部运出井;第三班生产按正规循环组织生产,生产中边上梁边调整支护形式(最后一排不作调整),生产完毕后形成最大控顶距的支护形式,此班的生产过程中支护工作全程有救护队员和生产技术科的人员参与指导生产工作。图下:2、末采 工作面末采时(工作面机头机尾安全出口距大巷20米处),煤壁要在停采线上采直;最后工作面支护要形成单梁双柱,工作面靠煤则,在两根支柱之间要打一根紧帖煤壁的木支柱护煤壁,防止回撤支柱时煤壁片帮伤人。 回收顺序为:清扫浮煤 运出多余支护材料 撤运机 回撤支护的单梁双柱; 回撤支架时可从工作面机尾向机头回收,也可从工作面中间向机头、机
20、尾回撤。(二)、过断层的顶板空制在生产工作中若遇有小断层时必须加强支护,将支柱的柱距调整为50,矸墙充填实,在支柱间架设22米规格的木垛;断层带只准放小炮,或者不放炮采用人工挖煤,先将支柱位置挖出支护好后方可进行其它作业。(三)、应力集中区的顶板控制 工作面机巷和回风巷躲硐区为应力集中区,时机头、机尾过该区时采取以下措施:、机巷躲硐内采用铰梁和金属支组合成的支架进行强支,回风巷躲硐内采用大块矸石砌填实或打木垛。、巷内应按有的支护方法缩小柱距多设架进行加强支护。 第二节 工作面运输巷、回风巷的顶板控制一、机巷、回风巷的超前支护1、机巷的超前支护为30米,两帮各支设一架马门厢。2、机巷、回风巷的金
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