煤矿采煤回采作业规程.doc
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1、煤矿1101采煤工作面 作 业 规 程施工单位:编制单位:编制人:编制日期:2023年11月编 审 人 签 字单 位姓 名日 期单 位姓 名日 期编 制 人安 监 站通 风 科机 电 科生 产 科生产矿长总工程师安全矿长矿 长总 管会审意见 年 月 日参 加 学 习 人 签 名 表 本 规 程 贯 彻 情 况点 班点 班点 班参与人数: 班 长:参与人员签字:参与人数: 班 长:参与人员签字:参与人数: 班 长:参与人员签字:队长:值班:贯彻人: 年 月 日队长:值班:贯彻人: 年 月 日队长:值班:贯彻人: 年 月 日目录第一章:概况一、工作面位置、开采、范围及开采影响二、地质情况第二章:采
2、煤方法和回采工艺一、采煤方法的拟定二、重要回采工艺三、重要生产系统第三章:生产组织一、正规循环、作业方式和劳动组织二、技术经济指标表第四章:安全技术措施第五章:安全制度及审批意见书附:一、会审意见及签字表 二、参与学习人员署名表第一章 概 况一、工作面位置、范围等情况及其开采影响1、工作面位置与邻近关系1101工作面位于采区东部K1煤层中,南到K1煤层总回风第一联络巷,西临符平硐,北至+1542开采水平。该工作面为K1煤层首采工作面。该煤层的第一个工作面11011局部已采,给1101工作面的瓦斯释放打开了一个通道,对1101采煤工作面的开采是极为有利的。该工作面及风巷均无水的影响。南部地表露头
3、线一带的小窑均已关闭;所以,小窑对1101的开采没有大的影响。2、工作面才开采范围、储量和开采时间工作面走向150m,1101机巷标高+1550m,风巷标高+1557m,工作面煤层倾角012,煤层平均厚度3m,工作面倾斜长度约60m,开采面积约9000,工作面开采储量切3、5万吨,按日产量500吨/d,正常生产时的开采时间约为70天。3、工作面的地面的投影位置,以及开采对地表建筑物、重要井巷及其它方面的影响。1101工作面在地面的投影位置:其上方地表为高山地带,无民房建筑,无山塘、水库等水体。地表标高为+1700+1630m,其与工作面的最小垂高在76m以上,与工作面的最大垂高在143m以上。
4、工作面开采对地表无影响。为了保护付平硐与总回风联倍络巷,1101工作面只能开采到设计采止线,就进行工作面的撤退工作。其停采位置距1101第一联络巷保护煤柱为20m左右。4、回采工作面的平面示意图二、地质情况1、煤层赋存情况走向长度从开切眼至设计止线为止,平均约150m倾斜长度平均约60m煤层厚度2、5m至3、3m,平均约2、9m煤层倾角00至120,平均60煤层厚度3、3m自燃发火期类不易自燃煤层工业储量3、5万吨容重1.4t/m3煤尘爆炸指数无爆炸危险性煤柱损失牌号无烟煤突出危险性1510以上无突出危险性开采损失瓦斯等级高瓦斯矿井冲击地压危险性无冲击地压现象开采储量瓦斯涌出量 开采期2、3个
5、月2、水文地质情况1区内无河流和小溪及水利工程,有少量季节沟流。2煤层顶底板岩性重要为细砂岩、粉砂岩、粘土岩,粘土岩遇水易泥化,迂断层及裂隙带,有滴、淋裂隙水。3地下水重要来源于大气降雨,受季节影响。4水文地质条件简,涌水来源为上部裂隙渗水,涌水量小对生产影响不大。3、煤层及顶底板岩性变化特性1)煤层及顶底板特性项目单位指标备注煤层硬度f4煤层层理发育限度中档煤层节理发育限度中档煤质水分%灰分%挥发份%含硫量%煤层结构:简朴类型煤层稳定性:属稳定煤层高热值无烟煤工业用途:动力及生活用煤煤层顶板直接顶细砂岩煤层底板直接底灰质泥岩、泥岩第二章 采煤方法和回采工艺一、采煤方法选择1、采煤方法及顶板管
6、理的拟定:1101工作面采用走向长壁后退式采煤方法,所有垮落法管理顶板。采煤方法走向长壁后退式顶板管理所有垮落法落煤方式炮采工作面长度6om一次循环进度1.0m采高2、8m作业方式边采边准煤层倾角80工作面运送刮板运送机装煤方式人工攉煤支护方式单体液压支柱铰接顶梁运送巷运煤刮板运送机2、工作面采高的拟定:1101工作面煤层的厚度为2、53、3m,平均厚度2、9m,伪故工作面局部地点的采高为2、53、3m之间变化,大部分地点的采高在2、8m左右。规定不准留煤,要采干净。最小采高不得低于2、5m。3、循环方式及进度:正常生产期间,采用“三八”作业制,三班采煤,边采边准。工作面长度60m,循环进度1
7、m,班推动度0、5米,日循环数1、5个,日推动度1、5m,循环率0.8。二、重要回采工艺落煤方式的拟定1、我矿采用一个炮采工作面保产,电煤钻打眼,爆破落煤,手工攉煤。2、放炮与手工相结合。工艺流程准备打眼检查瓦斯装药检查瓦斯爆破检查瓦斯挂梁安全检查攉煤支柱回柱放顶。炮眼布置方式、联线方式及放炮方式炮眼布置采用三花眼布置方式,炮眼角度应符合下表的规定。联线方式:为大串联方式。放炮方式:可根据具体情况采用分段放炮的形式。A:炮眼特性表 单位:M。名称眼间距位置角度眼深利用率装药量装药方 式封泥长距顶距底倾角水平上眼1.21.60.4501006001.285%0.3kg/眼正向装药0.3下眼1.2
8、1.60.4501006001.285%0.3kg/眼0.3B:爆破说明书打 眼 工 具型号功率台数ZMS1.21.2KW2循环炮眼特性总炮眼数(个)平均深(m)总长度(m)751001.290120火 药炸 药 种 类循环用量(kg)千吨消耗煤矿许用3#硝铵炸药22.530180240雷管种类型号循环用量(个)千吨消耗瞬发电雷管75100600800封泥材料循环用量(kg)水泡泥用量黄泥、水泡泥5015100个C:起炮顺序采用大串联方式,一次性起炮,由于7#煤顶板岩性较软,一次起炮的长度22、50m,假如顶板破碎,可增长放炮次数。D:炮眼布置图:工作面重要设备配置图设备名称规格型号单位数量备
9、注电煤钻ZMS1.2台21.2KW回柱绞车JH8台17.5KW扒柱器台2人工回柱起爆器MFB200台3引发电雷管200发单体液压支柱DZ3030/100根703其中备用67铰接顶梁DJB1000根400其中备用50乳化液泵站XRB2B80150套1乳化液浓度2%刮板运送机SGD320/18.5台1顺槽SGD320/18.5台1工作面有关参数的选定1、工作面支架设计回采工作面的支架一般分为工作空间的普通之架和放顶用的特种支架两种。工作面普通支架的布置:采用齐梁倒悬臂直线柱布置方式,选用DZ3030/100型单体液压支柱配DJB1000型金属铰接顶桥支护。并配套布置XRB2B80150G型乳化液压
10、泵站供应乳化液。 2、工作面的支护密度G(根/),可按下式计算: G=F/Pn 式中:F工作面需要的支护强度,吨/P支柱额定工作阻力,30吨/根n支柱工作阻力实际运用系数,支护强度F的大小取决于顶板压力的大小,而顶板压力的大小与许多地质及技术因素有关,我们可以根据实测或理论研究来拟定。在中档强度的顶板条件下,以每平方米岩石的重量按4倍采高的岩石的重量作为工作面需要的支护强度。计算为:142.51.4=14吨。单体支柱的工作阻力由于受到许多因素的影响,经常达不到其额定值,因此应当考虑其实际运用系数,单体液压支柱的系数为n=0.85。 G=14/300.85=0.55根/3、工作面单体支柱初撑力为
11、300.85=25.5吨,最大初撑力为30吨。而顶板压力为14吨/,故单体支柱的初撑力远大于顶板压力。4、工作面采用“三四排控顶,见四回一”的方式控制顶板。最大控顶距为4.0m,最小控顶距为3.0m,排距1.0m,柱距600mm,公差100mm。5、计算工作面的单体数量工作面的最大控顶距时的控顶面积:604.0=240。工作面的最小控顶距时的控顶面积:603.0=180。在最大控顶面积时的单体数量:600.64=400根。在最小控顶面积时的单体数量:600.63=300根。取最大值400根,此外加上切顶线上的密集支柱100和戗柱56根(根/m)。工作面上、下出口20m范围内的超前支护,其单体数
12、量为80根。(为2.0m或2.2m的单体)工作面共计单体数量为:40015680=636根,为了切实保证工作面的单体够使用,加外考虑10%的备用单体,63610%=67根。因此工作面总共需要的单体数量为:63667=703根。计算工作面的铰接顶梁数量在最大控顶面积时的顶梁数量:604=240根。在最小控顶面积时的顶梁数量:603=180根。工作面上、下出口20m范围内的超前支护,其顶梁数量为80根。此外考虑10%的备用数量:(24080)10%=32根。因此工作面总共需要的铰接顶梁数量为:32032=352根。取整数400根。工作面支护质量的重要规定1、初次使用的单体液压支柱,必须先排干空气,
13、防止支柱的忽然失效,保证支柱有足够的撑力。损坏、卸压的柱、梁必须及时出井检修,工作面严禁使用坏柱坏梁。2、所有工作面的单体液压支柱在使用前,都必须进行过压力实验,涉及在地面的维修支柱。3、工作面的所有支架都必须按迎山的方向架设,严禁退山。迎山角为3050。由于底板为炭质泥岩很松软、易底鼓,支柱易插底,必须“穿鞋”,铺设地梁。架设支架要成排成行,柱距、排距符合规定,可挂线支架,养成习惯。4、铰接顶梁的端头距煤壁的距离300mm;超过时,必须在煤壁侧加打贴帮柱。5、工作面上、下出口处由于顶板悬露面积大,5m范围内的支架要加大支护密度,排距保持不变,柱距可加密到0.60.8m。视情况而定。6、工作面
14、假如碰到顶板破碎、过断层或其它构造带时,可依照具体情况分别采用丛柱等不同的支护措施有针对性的解决。7、工作面假如碰到顶板坚硬,放顶不下采空区悬露面积过大而需要采用强制放顶时,沿切顶线必须加戗柱切顶,同时可防止窜矸。8、倾斜工作面的支架必须连锁,有防滑、放倒柱的措施。9、工作面上、下顺槽20m范围内的加强支护,假如采用单体配2.0m的型梁时,必须按“一梁三柱”的形式抬双边钳支护;假如采用单体配1.0m的铰接顶梁时,必须按“四对八梁”的形式抬双边钳支护。工作面上、下出口及两巷的断面尺寸规定1、工作面上、下出口必须超前工作面的基本支架一排,并保持畅通无阻,无杂物堆积,使工作面有二个安全、可靠的撤退出
15、口;上、下出口的长度为5m左右,出口的宽度均为1.0m,高度1.6m。2、工作面上、下顺槽20m范围内的加强支护,其断面尺寸规定为:宽度2.63.6m,巷道净高为1.82.0m。三、重要生产系统1、运送系统图1)运煤系统说明1101工作面的煤炭到1101机巷(SGD320/10.5刮板运送机)三部皮带机付平硐刮板运送机主井皮带运送机主井口地面工业广场煤场。2)运料系统说明材料、设备经付平硐回风联络巷1101回风巷工作面。2、供电系统说明(涉及照明)见供电示意图由地面10KV变电所的低压配电柜选送KBD200/660(380)低负压和开关配合JY822型检漏断电器对井下进行安全供电。由主井口铺设
16、MY橡套阻燃电缆主井口配电室1101机巷工作面。照明、通讯、信号和控制用的电缆均采用MZ型矿用橡套电缆,供电线路由主斜井通过电缆输送到井下各用电地点。3、通风系统图:1)通风系统说明新鲜风流付平硐(行人井)1101工作面机巷工作面;冲洗工作面的乏风工作面回风巷区段回风总回风地面。2)风量计算(参数要说明并选择参数值)A:按沼气绝对涌出量计算:Qg=100gk=1000.7652.0=153m3/min式中:g沼气绝对涌出量,按矿井绝对涌出量的90%计算,取g=0.850.9=0.765 m3/min K通风备用系数,k值为1.42.0,取R=2.0B:按小班最多余勤人数计算Qn=4Nk=428
17、1.45=162.4 m3/min式中:n小班最多余勤人数,取A=28(人) K风量备用系数,取K=1.45C:按一次最大炸药消耗量计算 Qy=25A=2510=250 m3/min式中:A采煤工作面的一次放炮的最大炸药消耗量,工作面按一次放炮的最大长度为20m,炮眼间距为1.21.6m,取最小值1.2计算,炮眼个数为33个,每眼装药量为0.3Kg,因此一次放炮的最大炸药消耗量为9.9Kg,取A=10 Kg。D:工作面最佳温度计算Qr=60VSK=601.26、00.8=346 m3/min式中:V工作面的风速,当工作面的温度为200230 时,则工作面的风速为1.01.5m/s,取V=1.2
18、m/sS回采工作面的平均有效断面,按工作面的最大控顶距计算,其通风断面积为7、2;按工作面的最小控顶距计算,其通风断面积为4、8,取平均数,则S=6、0。Ki回采工作面的长度系数,取0.8m。按通风设施细则,选用风量:Q=346 m3/min3)风速验算按最低风速不小于0.25m/s Q15*S=90 m3/min 按最高风速不大于4 m/s Q240*S=1440 m3/min 式中:S工作面的平均有效通风断面,取S=6、0。 4、防尘系统说明 在副平硐西面的山坡上建有1个容量500m3的水池作为消防、防尘的供水池,水池满足静压供水的规定。在工作面进、回风巷,各运煤转载点都安装了喷雾防尘装置
19、。5、防火注浆系统说明因我矿各主采煤层均无自燃发火现象,故暂不考虑内火灾的防治;重要考虑的是外因火灾的防治。所有伸出井口的管子、轨道、电缆均在主井口处接地;供电线路在入井口处装设防雷避电装置,通讯线路在入井口处安装熔断器和防雷电装置。井下机电硐室均采用不燃性材料建筑,配备了干粉灭火器和砂箱。井下均采用防爆型电器设备。6、压风系统:压风管路说明地面设立压风机房配备空气压缩机2台,型号,机电功率KW,公积容积流量 m3/min,额定排气压力MPa。选用压风主管直径4寸,分管直径2寸。压风自救系统:在区段运送石门内设立有救灾避难硐室,供风管路安装在井下压缩空气管道上,并设有减压装置和带阀门控制的吸嘴
20、。7、瓦斯抽放和管路敷设的选择在地面设有抽放泵房,距主砰井东面100m处,泵房用不燃性材料建筑,属耐火等级二级;装有防雷避电装置及防火灾、防冻等设施;并对抽放系统进行了实时监控。抽放瓦斯检测重要涉及整个抽放网络各个部位的瓦斯流量、浓度、抽放负压、瓦斯温度等参数;同时监测水位和抽放站内的瓦斯泄露等情况。采用SK型水环式真空泵2台,抽放量为m3/min,最大抽放量为 m3/min,电机功率KW,一台工作,一台备用。 第三章 生产组织 一、正规循环、作业方式和劳动组织1、循环方式: 三班采煤,边采边准。 2、作业形式: 实行“三八”制作业。即天天分三班作业,每班工作八小时。3、劳动组织见工作面工人出
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