2442工作面回采作业规程.docx
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2442工作面回采作业规程
统一编号:
采第号
白皎煤矿采煤工作面作业规程
采煤工作面名称:
2442上工作面
批准日期:
年月日
会签表
单 位
签字
日期
施工队
采煤十八队
2011年3月15日
编制人
队长
生
产
部
技术审核
地测部长
技术部长
机电部长
通风部长
采煤部长
通风科
技术科
安监处
煤销公司
生产副总
机电副总
通风副总
机电矿长
生产矿长
安全矿长
总工程师
会审意见
一、存在的主要问题
二、处理意见:
三、总工程师审批意见:
目录
第一章概况-1-
第一节编制依据-1-
第二节工作面位置及井上下关系-1-
第三节工作面参数及煤层情况-1-
第四节煤层顶底板-1-
第五节地质构造-2-
第六节水文地质-2-
第七节瓦斯情况及煤尘自然发火-2-
第八节影响回采的其它因素-2-
第九节储量及服务年限-2-
第二章采煤方法-2-
第一节巷道布置-2-
第二节采煤方法及采煤工艺-3-
第三节设备配置-3-
第三章顶板控制-3-
第一节支护设计-3-
第二节工作面顶板控制-4-
第三节机、风巷及端头顶板控制-6-
第四节机巷沿空留巷切顶措施-6-
第四章生产系统-8-
第一节运输-8-
第二节“一通三防”与安全监控-8-
第三节排水-11-
第四节供电-11-
第五节通讯照明-16-
第五章劳动组织和主要技术指标-16-
第一节劳动组织-16-
第二节循环作业-16-
第三节主要技术经济指标-16-
第六章煤质管理-16-
第七章安全技术措施-16-
第一节一般规定-16-
第二节顶板-16-
第三节爆破-18-
第四节防治水-18-
第五节机电-18-
第六节运输-21-
第七节“一通三防”及安全监控-21-
第八节其它-23-
第八章灾害应急措施及避灾路线-23-
第九章附表与附图-23-
附表一2442上综采工作面的负荷统计表-24-
附表二2442上综采工作面主要电缆选择及电压损失一缆表-25-
附表三2442上综采工作面电压损失效验-26-
附表四2442上综采工作面低压过流保护装置整定表-26-
附表五2442上综采工作面机电设备一缆表-27-
附表六2442上综采工作面劳动组织表-28-
附表七2442上综采工作面主要技术经济指标表-29-
附图一2442上综采工作面岩性综合柱状图-30-
附图二2442上综采工作面及巷道平面布置图-31-
附图三2442上综采工作面机组割煤运行方式示意图-32-
附图四2442上综采工作面设备布置示意图-33-
附图五2442上综采工作面、机、风巷支护示意图-34-
附图六2442上综采工作面正规循环作业图-35-
附图七2442上综采工作面运输及管路系统图-36-
附图八A-A切顶护巷段支护剖面示意图-37-
附图九B-B切顶护巷段支护剖面示意图-38-
附图十C-C超前支护剖面示意图-39-
附图十一D-D切顶护巷段工字钢及单体支柱支护剖面示意图-40-
附图十二2442上综采工作面运输及管路系统图-41-
附图十三2442上综采工作面通风系统、安全监控及避灾路线示意图-42-
附图十四2442上综采工作面机、风巷管路安装剖面图-43-
附图十五2442上综采工作面排水系统示意图-44-
附图十六2442上综采工作面供电系统示意图-45-
附图十七2442上综采工作面放炮时通风系统及岗哨位置示意图-46-
附图十八2442上综采工作面强行放顶炮眼布置图-47-
第一章概况
第一节编制依据
一、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》;
二、《2442上综采工作面设计》;
三、《2442上工作面回采地质说明书》;
四、批准的生产接替计划:
《芙蓉集团公司白皎煤矿二零一一年生产作业计划》。
第二节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系表
水平名称
二水平
采区名称
24盘区
地面标高
+889.5~+972.6(m)
井下标高
426.2~541.9(m)
地面相对位置
该工作面位于燕子山、小坪顶、大坪顶、屋基湾一带。
回采对地面设施的影响
地表有两座建筑物,但回采对建筑物影响不大。
井下位置与四邻关系
该工作面位于24盘区西翼第二分段,北为2422上工作面(已回采);南为2462上工作面(正在布置);西为井田边界;东为24区保护层轨道上山、24区总风上山、24区皮带上山。
第三节工作面参数及煤层情况
工作面参数表
工作面
走向
长/m
倾斜
长/m
平均煤厚/m
夹矸厚
度/m
煤炭
容重
夹矸容重
混合储量/吨
回采
率/%
可采储
量/吨
原煤储量/吨
备注
2442上
424
180
1.2
0.8
1.65
2.4
297648
97
288718
151113
综采
煤层情况表
煤层厚度(m)
1.2
结构式
复杂
容重(t/m3)
1.65
煤层硬度
2~4
煤种
半亮型煤
倾角(°)
12
稳定程度
Ⅰ
煤层情况描述
二煤层上分层(B4上)分上、下分层,上分层(B4上)厚度为0.5-0.7米、平均厚度为0.6米,下分层(B4上)厚度为0.4-0.9米,平均厚度为0.7米,其夹矸为0.2-1.5米,平均厚度为0.8米;二煤层(B4)厚度为0.3-1.8米,平均厚度1.0米;三煤层(B3)厚度为1.0-1.6米,平均厚度1.3米;四煤层(B2)厚度为1.6-4.0米,平均厚度1.8米。
二煤层上分层与二煤层层间距为16.5-27.0米,平均间距为22.0米;二、三煤层层间距1.8-6.1米;三、四煤层层间距1.8-4.2米。
煤层走向:
330-340度;倾向:
240-250度;二煤层上分层倾角:
10-14度,平均倾角12度。
第四节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
岩性特征
老顶
飞仙关页岩
灰绿色泥岩夹少许砂质泥岩,有时变为灰岩
直接顶
介质灰岩
浅-深灰色灰岩(含生物碎屑),为二煤层上分层顶板,硬度系数f=6~8。
伪顶
炭质泥岩
灰色炭质泥岩。
底板
粘土岩
灰色,不显层理,含植物碎屑。
见附图一2442上综采工作面岩性综合柱状图
第五节地质构造
区内煤层产状变化不大,有小型波状起伏,工作面附近断层较发育,揭露断层为F1、F2、F3、F4、F5、F6(断层位置状况见附图二),现分述如下:
F1走向249°、倾向159°、倾角34°、落差1.5~4.5m,正断层,位于工作面风巷中部,对回采有较大的影响;
F2走向260°、倾向170°、倾角60°、落差0.5~1.1m,正断层,横穿工作面切眼和风巷,对回采有较大影响。
F3走向265°、倾向355°、倾角62°、落差4.0~7.0m,正断层,位于工作面切眼以西,对回采无影响。
F4走向205°、倾向115°、倾角60°、落差1.0~2.0m,正断层,位于工作面切眼以西,对回采影响不大。
F5走向270°、倾向180°、倾角55°、落差4.0m,正断层,位于工作面机巷中部,对回采有较大的影响;
F6走向255°、倾向165°、倾角50°、落差0.2~0.6m,正断层,位于工作面边界以东,对回采无影响。
第六节水文地质
一、该工作面地表无河流、水塘等积水水源,预计在断层、裂隙带有少量淋水,其它无大的水害。
二、该工作面距地表最小垂距为426.2m,预计地表水对工作面回采无较大的影响;
三、该工作面顶板是灰岩,顶板裂隙相对发育,预计工作面局部地段有滴水、淋水现象。
四、涌水量:
1、最大涌水量:
50m3/h;2、最小涌水量:
20m3/h。
五、排水措施见第四章第三节,防治水措施见第七章第四节。
第七节瓦斯情况及煤尘自然发火
二煤层上分层不具有自然发火倾向。
预计该工作面瓦斯涌出量较小,根据掘进期间情况,预计工作面绝对瓦斯涌出量为2.4m3/min,不具有突出危险性。
第八节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质因素情况表表1-8-6
其它因素
对回采工作面的影响
CH4
无大的影响
CO2
无大的影响
煤层爆炸指数
无煤层爆炸危险性
煤层自燃倾向性
不具有自然发火倾向
地温危害
无
冲击地压危害
无
第九节储量及服务年限
一、工作面储量
混合储量:
297648T;可采储量:
288718T;回采率:
97%
二、服务年限
该工作面预计2011年5月中旬开采,2011年10月中旬回采结束。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
工作面运输巷(机巷)、回风巷(风巷)和开切眼断面分别为:
运输巷和回风巷净高2.5m,净宽4.2m;开切眼净高2.5m,净宽5.0m。
均采用锚网喷支护巷道。
一、2442上机巷、2442上风巷和2442上切眼相互连通形成工作面的回采巷道。
二、24区保护层运输石门与2442上风巷相连形成工作面回采时进出设备、回风、供电及传感器信号通讯、管路敷设系统。
三、2442上机巷与24区保护层轨道一甩车场相连形成工作面回采时进风、行人、供风、供水、供电及传感器信号通讯、管路敷设系统。
四、2442上机巷、24区保护层轨道一甩车场相连,为工作面回采时的排水通道。
五、2442上机巷、2442上皮带联络巷与24区保护层皮带下山相连通形成回采时的出煤系统。
附图二:
2442上综采工作面及巷道平面布置图
第二节采煤方法及采煤工艺
一、采煤方法:
该工作面采用走向长壁后退式采煤法。
二、采煤工艺:
综合机械化采煤。
选用MG300/720-AWD型割煤机,其工作方式为往返一刀,进刀方式为端头进刀,滚筒截深为0.6m,循环落煤进度为0.6m。
工作面采用“三八”作业制,两个半班生产,半个班检修,每个班工作8个小时,采煤班每班割煤2.5刀,检修班每班割煤1刀,圆班割煤6刀,日进尺3.6m。
。
其工艺流程为:
机组落煤→装煤→拉架→移溜。
附图三2442上综采工作面机组割煤运行方式示意图
三、工作面正规循环生产能力和服务年限:
(一)工作面正规循环生产能力:
工作面平均开帮长度×截深×平均采高×容重×回采率
即:
180×0.6×(1.2×1.65+0.8×2.4)×0.97≈408吨/刀
(二)工作面可采年限
平均每月按25.5天生产计算,每天6个循环,月产为:
408×6×25.5=62424吨/月(T)
所以工作面可采年限为:
286739÷62424≈5(月)
另工作面安装、回撤预计各需要1个月。
该工作面预计2011年5月上旬开采,2011年10月中旬回采结束。
第三节设备配置
工作面机巷安装一台DSJ80-2×55kw型可伸缩皮带(400m),一台SZB-730/160型桥式转载机(24m),PCM110破碎机;工作面安装一台SGZ-764/320型刮板运输机(190m)运煤,ZY2800/11/24型掩护式液压支架支护顶板,安装一台MG300/720-AWD型机组落煤;泵站选择一套BRW-200/31.5乳化液泵,工作面使用。
附图四:
2442上综采工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、采煤工作面的支护设计
(一)回采时工作面合理支护强度Pt的确定,根据工作面回采地质说明书,可知该采面顶板属三类一级,所以:
Pt=9.81.h.γ.κ
式中:
Pt……………工作面合理的支护强度,kN/m2;
h……………采高,2442上工作面平均采高2.0m;故此采高取2.0m;
γ……………顶板岩石密度,t/m3,在此取2.5t/m3;
κ……………工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般取4~8,在此取最大值8;
故,Pt=9.81×2.0×2.5×8≈392.4kN/m2
(二)控顶距的确定
根据掩护式液压支架及采煤机截深计算掩护式液压支架的最大控顶距为4.5m,最小控顶距为3.9m;相邻支架中心距为1.5m,移架步距为0.6m。
(三)工作面采用ZY2800/11/24型掩护式液压支架作支护材料,端头及机、风巷采用单体液压支柱配工字钢、铰梁或兀型梁作支护材料。
1、掩护式液压支架支护强度验算
ZY2800/11/24型掩护式液压支架强度验算:
P支架=
式中:
P支架…………掩护式液压支架的实际支护强度,kN/m3
Rt…………液压支架额定工作阻力,取2598~2945kN;
S…………每架液压支架的顶板接触面积,通过计算约为5.4m2;
故,P支架=
≈481.1~545.4kN/m3>Pt=392.4kN/m3
因此,选用ZY2800/11/24型掩护式液压支架对顶板进行支护管理完全能满足需要。
2、工作面安装时,1#掩护支架距机巷北帮0~1.3m,最后一架支架距风巷南帮0~1.3m测得工作面斜长180m。
基本支架数:
180÷1.5=120架
3、机、风巷以东20m超前支护采用戴帽点柱来支护,前10m双排,柱距0.8m,排距1.2m;后10m单排,柱距0.8m,超前支柱总计72根。
4、机头端头支柱:
2×8=16根(柱)。
5、机尾端头支柱:
2×5=10根(柱)。
6、上、下端头挡矸密集支柱:
8×2=16根(柱)
7、备用支护材料:
DZ25-20/100型单体支柱50根,HDJY-1200型金属铰梁20根,木料30根(采用直径≮150mm的圆木或直径≮200mm半圆木),楠竹跳板50块,存放于距工作面≯200m的宽敞地段。
8、单体支柱数量:
72+16+10+16+50=164
由于工作面的倾斜长度为180m,故选用ZY2800/11/24型掩护式液压支架120架,DZ25-20/100型单体支柱共30根,DZ25-25/100型单体液压支柱共134根,HDJY-1200型金属铰梁20根,木料30根,楠竹跳板50块。
附图五:
2442上综采工作面、机、风巷支护示意图
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
(一)根据掩护式液压支架及采煤机截深计算得ZY2800/11/24型掩护式液压支架的最大控顶距为4.5m,最小控顶距为3.9m;相邻支架中心距为1.5m,移架步距0.6m。
(二)泵站压力不低于30MPa,在设计采高状态下,ZY2800/11/24型支架初撑力为1850~2083KN、工作阻力为2598~2945KN、支护强度为0.55MPa~0.63MPa。
(三)移架方式:
移架滞后于采煤机后滚筒8m(或跟机移架),及时支护煤壁及端面直接顶,推移刮板输送机滞后割煤机后滚筒25m。
(四)采用全部垮落法处理采空区顶板,严禁任何人员进入采空区作业。
二、防止煤壁片帮时顶板支护方式
(一)强化对工作面支架初撑阻力和机、风巷超前支护单体液压支柱初撑力的管理与监控,确保对顶板的有效控制,以防因采场超前压力过大、前移,而将煤体压“酥”、压“碎”。
(二)在生产过程中,必须及时跟机拉架,支架距后滚筒≯2m,确保端面距≯0.34m。
(三)加强对工作面支架维护与检修,一旦发现支架不能正常使用时,必须及时检修、更换配件。
(四)一旦煤壁侧出现端面距超过规定时,必须及时移架支护顶板,如因特殊原因不能及时拉架,必须在该段采用单体支柱配铰梁或木料,按≯1.0m的间距打戴冒点柱。
当人员进入刮板输送机内侧(煤壁侧)作业前,必须停止刮板输送机并进行敲帮问顶,找尽活煤活矸,方可入内作业。
(五)严格掌握和控制好机、风巷的推进度,确保工作面下端头超前上端头5m~8m整体同步(或按规定)向前推进。
三、平行作业的安全距离及有关要求
正常情况下,移溜必须滞后于机组后滚筒25m进行。
移溜时确保工作面刮板运输机弯曲度不大于1°,弯曲过渡段长度不小于25m,以保证过渡平缓。
移溜后,必须保证刮板输送机平、直、稳,溜槽接头严密无错口,并与顺槽刮板输送机正常搭接。
四、特殊时期的顶板控制
(一)工作面初采及初次来压的顶板控制
1、值班长必须加强采面顶板动态监控,一旦发现有来压征兆,必须及时撤出工作面所有人员至安全地点。
2、加强对供液系统的检查、维护,确保乳化液到达工作面时压力不低于28Mpa,ZY2800/11/24型掩护式液压支架初撑力达到1850~2083KN,立柱初撑力(推/拉)不低于986/142KN,同时根据采高调节立柱来控制顶板。
3、强化对掩护式液压支架立柱及安全阀的检修,确保顶板压力超过支架额定承载能力时,支架能够自动降架卸载,以防止支架受损。
4、及时调整掩护式液压支架的活柱量,保证支架活柱伸缩量不小于0.2m,以防止出现“死架”现象。
5、当工作面推进≯2m后,在工作面支架后侧(工作面采空区侧)顶板上施工强行放顶炮眼,炮眼使用锚索机施工,眼深4m,眼距1m,倾角为+90°。
炮眼布置必须呈一条直线。
炮眼施工好后,严格按照“一炮三检制”的要求进行装药、放炮,装药时要使用聚能管。
参见附图十八。
6、强行放顶采取正向装药,炮眼封泥长度必须全长充填,黄泥充填满、实,每眼必须有合格的水炮泥,联线方式采用大串联,每次启爆长度不超过60m,采用2~4段毫秒电管配煤矿安全乳胶炸药爆破,强行放顶必须从机尾向机头方向逐段进行。
7、放炮启爆点设在2442上机巷距离机头≮150m的安全地点,放炮前必须由班长亲自按附图十七所示“▲”布岗,搜尽警戒区内一切人员,并切断警戒区内动力电源(遥测电源除外),待布岗人员返回启爆点清点人数无误后,方可按规定启爆。
8、强行放炮前必须确保支架初撑力达到规定要求。
9、若工作面推进15米后,顶板老顶仍未垮落,则按上述措施在工作面支架前梁与煤壁间施工放顶炮眼进行强行放顶。
(二)过断层及顶板破碎时的顶板控制
1、采面过断层或遇顶板破碎时,拉架滞后于前滚筒的距离不得超过2.0m(或跟机拉架),以防止发生端面冒顶事故,对支架顶梁前端出现的冒落空间,及时利用坑木进行背接。
2、支架过断层薄化带时,采用卧底的办法使采高不低于1.3m,保证支架活柱伸缩量不低于0.2m,以防止出现“死架”。
3、单体支柱初撑力必须大于90KN,若顶板压力大,支柱插底量超过0.1m,则必须用矿统一制作的小柱鞋给支柱垫底。
4、液压支架底座陷底时,移架时先在支架顶梁下支设2根DZ25-25/100型单体液压支柱,然后缓慢降架将底座适度上提,在底座前端用坑木垫底,最后将支架前移到位,并升架支撑顶板。
5、移架后,支架侧护板必须及时伸出,保证支架间无间隙,防止漏矸伤人。
6、采面出现断层裂隙时,在支架顶梁下打一根单体液压支柱加强支护。
(三)应力集中区的顶板控制
1、强化对工作面支架初撑阻力和机、风巷超前支护单体液压支柱初撑力的管理与监控,确保对顶板的有效控制,以防因采场超前压力过大前移,而将煤体压“酥”、压“碎”。
2、在生产过程中,必须坚持使用好侧护板。
割煤后,及时跟机拉架并确保端面距≯0.34m。
3、加强对工作面支架的维护与检修,一旦发现支架不能正常使用或损坏时,必须及时检修、更换配件。
(四)工作面末采回撤的顶板控制:
后期报专项措施。
第三节机、风巷及端头顶板控制
一、工作面机巷、风巷的顶板控制
(一)工作面机、风巷超前支护
1、机、风两巷超前工作面煤壁以东20m,采用DZ25-25/100型单体液压支柱打戴帽点柱来形成超前支护(前10m段双排,后10m段单排),柱距为0.8m,排距为1.2m。
2、2442上风巷北帮工字钢必须全部进行回撤。
工作面机、风巷回撤出的材料及时运到指定地点(距工作面煤壁50m以外)堆放整齐,不能影响通风、行人或进出材料、设备等。
(二)工作面机巷、风巷加强支护
1、工作面顺槽从采场煤壁至切顶线之间均必须保留超前支护。
2、回采过程中,必须加强对顺槽的维护,确保巷道支护完整,发现卸压支柱时,必须即使更换;机、风巷距工作面煤壁20m范围内巷道高度不低于2.0m,进、回风净断面不得低于7.3m2。
二、工作面上下端安全出口的支护、管理
(一)端头支护:
采用DZG25-25/100型单体液压支柱打戴帽点柱来支护端头,柱距0.6m,排距1.5m,并在切顶线处设好密集支柱,每米3根单体液压支柱。
当顶板破碎松软时,必须用楠竹跳板等将其背接严实。
(二)采面上、下出口宽度与采面控顶距相同,出口高度与该范围的采高一致,上、下出口顶板完整稳定时,出口处的支护采用单体液压支柱配铰梁的形式支护顶板,柱距为0.6m,排距为1.2m,当顶板破碎松软时,必须用楠竹跳板等将其背接严实。
(三)与其它工序间的衔接关系见正规循环作业图表(附图六2442上综采工作面正规循环作业图)
第四节机巷沿空留巷切顶措施
参见附图七、八、九、十、十一。
一、支护措施
1、2442上工作面机巷靠采空区侧使用工字钢支护,工字钢间距为0.6m。
同时工字钢顶端与底端均需架设一组戗棚进行加固,每组戗棚按一梁二柱架设,梁为工字钢,柱为单体液压支柱。
2、当切顶护巷顶板垮落充分达到60m时(垮落稳定段距工作面采场线60m),确认工字钢支设牢固后方可回撤该段巷道内的戗棚及中心支柱。
3、工作面机巷超前支护及工字钢必须加设木帽子、木垫子增加摩擦力,防止支柱及工字钢滑动。
4、在机巷内靠机巷北帮0.5m施工切顶锚索,锚索间距1m。
另在机巷内靠机巷中心线南帮0.2m施工一排锚索,锚索间距2m。
二、挂网措施
1、随着工作面向前推进,在机巷切顶工字钢的采空区侧挂盘圆金属网和铅丝网背帮,靠采空区侧为铅丝网,靠工字钢侧为盘圆金属网。
盘圆金属网规格2.6m×1.4m,孔径规格为:
150mm×200mm;铅丝网规格为3.2m×2.0m,孔径规格为:
80mm×80mm。
2、网与网搭接长度为200mm,用铅丝连接牢固,并保证网的平整、紧实。
3、网必须用铅丝捆在切顶工字钢上,确保扎实可靠,防止金属网受力滑动。
三、切顶措施
1、炮孔采用聚能管连续装药,其结构见图:
(1)装置材料:
特制聚能PVC管材;
(2)管径:
外径Φ40mm,内径Φ36mm;
(3)装置强度:
聚能装置的单轴抗压强度要求不小于1.6MPa。
(4)聚能管缝规格:
在PVC管材对称的两侧面密集钻眼,眼距:
5mm,眼孔Φ5mm。
(5)装置长度:
为便于现场安装作业,双向抗拉聚能装置加工成500mm~1000mm不等,应用时依据钻孔长度可多根。
2、炸药
采用3号煤矿许用乳胶炸药,直径Φ32mm×150mm
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- 2442 工作面 回采 作业 规程
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