15070悬移支架回采作业规程Word文档下载推荐.docx
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第六节六大系统31
第五章劳动组织和主要经济技术指标35
第一节劳动组织35
第二节主要经济技术指标36
第六章安全技术措施37
第一节现场管理制度37
第二节安全技术措施38
第三节煤质管理及提高煤炭回收率安全技术措施53
第七章文明生产55
第八章 灾害预防及避灾路线55
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关系表(表一)
水平名称
+30水平
采区名称
15采区
地面标高
+412.8—+483.04
井下标高
-98—-62
地面的相对位置
巷道相对地面在五岭山北,地面有零星建筑物
回采对地面设施的影响
回采时地面有少量裂缝
井下位置及相邻关系
西临为运输下山,北临15090采面(未回采),南邻15050采面(未回采)东部为17采区。
走向长度(m)
1000
倾斜长度(m)
150
面积(m2)
150000
第二节煤层
煤层情况表(表二)
煤层厚度(m)
0.1-7.0
平均3.55
煤层结构
简单
煤层倾角(度)
8°
-16°
平均12°
开采煤层
二1
煤种
无烟煤
稳定程度
中等
煤层情况描述
煤层顶底板岩层节理发育,岩层松软、破碎,矿压较大,对巷道支护影响较大,顶板随放随落,周期来压不明显,但老塘帮压力大,圆木易折断;
支柱下沉快,回采过程中容易出现矸石伤人和埋压事故等不利因素。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表(表三)
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特
征
基本顶
细砂岩
10.54
成分以石英为主,次为长石,层面含白云母碎片,硅质泥岩胶结,裂隙发育破碎,局部夹薄层粉砂岩,层面含炭质
老顶
炭质泥岩
1.06
片状、松散,下部具滑面,上部含白云母碎片,局部含煤屑
伪顶
1.21
硅质胶结,较破碎,最低部0.1米炭质泥岩
直接底
2.19
薄煤层,含炭质,较致密,具有镜状层理
老底
粉砂岩
2.66
含白云母碎片,较致密,具波状层理破碎,底部颗粒渐粗。
附图一:
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
断层情况表(表四)
断层名称
走向/(°
)
倾向/(°
倾角/(°
断层性质
断层落差/m
对回采的影响
无
二、褶曲情况以及对回采的影响
采面在回采过程中会出现小型褶曲,但对回采影响不大。
三、其他因素对回采的影响
第五节水文地质
一、涌水量
正常涌水量:
0.1m³
/h
最大涌水量:
0.2m³
二、含水层(顶部和底部)分析
遇地质变化时,底板有微量裂隙水进入。
三、其它水源的分析
工作面没有老空积水和外孔裂隙水涌入的的可能,工作面涌水量预测小于0.1m³
/h。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的其它地质情况表(表五)
瓦斯绝对涌出量
1.08m³
/min
CO2含量
0.36m³
煤尘爆炸性
煤的自燃倾向性
不易自燃
地温危害
冲击地压危害
二、地质部门的建议
根据煤层赋存条件,在采煤过程中不得随意丢底煤、顶煤。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面工业储量:
83.5万吨
工作面可采储量:
62.63万吨
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=(可采推进长度/设计月推进长度)/12
=900/40/12
=1.9a
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
大巷布置在+30水平,沿煤层倾角掘进运输下山、轨道下山,采煤工作面共掘进进风、回风顺槽两条巷道分别与两条下山连接,满足通风、运料、行人、运输的需要。
二、工作面回风顺槽
15070回风顺槽布置在运输下山550米处,标高-98m,巷道长度为1000米。
西至运输下山,北临15090采面,南临15070采面,东临13采区。
三、工作面进风顺槽
15070进风顺槽布置在运输下山400米处,标高-62m,巷道长度为1000米。
西至运输下山,南临为15050工作面,北临15070采面,东临13采区。
四、工作面开切眼
15070工作面开切眼位置分别在进、回风顺槽1000米处。
五、联络巷
第三车场位于轨道下山350m处于进风顺槽联络,第四车场位于轨道下山500m处于进风顺槽联络。
附图二:
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
落煤、装运煤、支护、放煤、移溜。
二、工艺流程
交接班----打眼注水----打眼爆破(落煤)----临时支护----移架采煤----放顶煤----移刮板输送机
1、交接班
交接班时,跟班队长与跟班队长、工程质量验收员与工程质量验收员、支架维修工与支架维修工、特殊工种与特殊工种人员之间交接班,交清问明事故隐患和注意事项,机、电工检查设备情况,各岗位填写相应交接班记录。
2、注水
采煤前首先对煤壁进行注水,详见注水设计。
注水设计:
①打孔设备:
采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机,ø
38×
1000mm的双螺纹钻杆配Ф75钻头。
②注水孔设计:
a、煤厚h﹥6m时,注水孔呈三花眼布置,上孔布置于煤壁顶梁0.5m处,孔深不小于6m,仰角不小于30°
;
下孔布置于煤壁距底板1m处,孔深不小于5m,仰角15°
—20°
孔间距均为3m。
b、煤厚3m﹤h﹤6m时,注水孔布置于距煤壁底板1m处,孔间距3m,单孔孔深不小于5m,仰角15°
-20°
。
c、煤厚2m﹤h﹤3m时,注水孔垂直煤壁布置,距底板1m处,孔间距3m,单孔孔深不小于5m。
③注水孔封堵:
注水孔封堵采用MZF-75×
1000mm水力膨胀式封孔器封孔。
④煤层注水:
用快速接头使封口器与BRW—80/20连接,注水压力控制在2Mpa-3Mpa。
⑤注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。
确保作业地点煤层煤体充分湿润,并超前工作面煤墙不少于2m。
⑥注意事项:
a、打眼工必须严格按照操作规程执行。
b、打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。
c、注水时严禁人员正对注水孔。
d、上、下端头第一个注水孔与两巷保持3m间距,在对其注水时,必须严格观察进、回风顺槽替棚支架有无变化。
否则,必须加固支架后再进行注水。
e、工作面爆破前,将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。
严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。
(详见注水孔设计图)
3、打眼放炮
(1)采用人工打眼,爆破落煤,炮眼布置及特征:
炮眼布置采用三花眼布置,顶眼间距1m,距顶梁0.7m,底眼间距1m,距底0.3m,眼深1m。
(详见炮眼布置图)煤层松软时停止打顶眼。
(2)爆破器材:
该工作面采用ZQS-65型手持式气动钻机配合1.2m的大麻花钻杆打眼,所用雷管为瞬发电雷管,二级煤矿许用炸药,用MFB—150型起爆器起爆。
(3)起爆顺序:
先放底眼,再放顶眼。
(4)封孔方式:
采用水炮皮封孔,并用黄土填满封实。
要求封泥长度不低于500mm。
(5)联线方式:
串联。
(6)放炮方式:
采用一次打眼,分组装药,分组起爆。
4、爆破说明
(1)采用正向爆破,严格按炮眼布置图的联线顺序联接起爆,一次起爆长度为6炮,其中顶眼最大装药量150g,底眼最大装药量300g。
(2)采煤工作面煤层变薄时,另行下发专项措施和炮眼布置图。
(3)引药制作
由专职放炮员制作,数量根据工作面当班需要,引药制作完毕后必须将雷管的脚线扭成短路。
(4)爆破方法
根据工作面顶底板情况,每次最多起爆6炮,以减少空顶面积,严禁放通场炮,以保证顶板的稳定性。
爆破说明书:
炮眼指数
循环指数
项目
单位
上
下
数量
眼距
m
1.0
眼数
个
300
顶距
1.1
2.1
药量
kg
67.5
底距
1.3
0.3
雷管
发
仰角
度
眼深
俯角
水平角
70
装药
克/眼
封泥
满
孔径
mm
40
5、临时支护
爆破落煤后前伸伸缩梁临时护顶。
在伸缩梁的掩护下装煤工进行装煤。
6、装运煤
(1)落煤:
采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。
(2)装煤:
采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。
(3)运煤:
工作面采用SGB630/150C型溜子运煤,回风顺槽采用一部SGB620/40T型溜子、SDJ-650/2×
40型带式输送机运煤,集中运输斜巷采用三部SDJ-800/2×
40型带式输送机。
7、移架
移架过程:
炮后前伸伸缩梁护顶→提起四根立柱→收回伸缩梁同时前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁
(1)放炮后伸出伸缩梁护顶,在伸缩梁掩护下攉煤工攉出爆破落煤量的2/3左右,采煤工开始手镐落煤,刷出0.8m的移架空间。
(2)操作手柄提起四根支柱,使支柱柱鞋脱离底板100—300mm。
(3)操作手柄伸出移架千斤顶,推动顶梁带动四根立柱同时操作手柄向前移动0.8m。
(4)每个工作段伸缩梁全部伸出,不能超过3架,超过3架必须移架。
(5)顶梁移到位后,操作手柄落下四根支柱,使顶梁与顶板严密接触约2-3秒,相邻支架顶梁要平直,以保证足够的支柱初撑力。
(6)整排巷采通后,收回移架千斤顶活塞,使托梁整体前移0.8m,托梁恢复到炮前位置。
(7)将各操作手把恢复到“零”位。
(8)当煤壁松软极易片帮掩埋柱窝时,可先挖好煤壁一个柱窝,移架后,先用三根支柱支撑,然后再挖另外一个柱窝并升柱。
(9)除在移架过程中的其他时间,每架支架必须有三根以上支柱满载支撑。
另外,严禁同时移相邻两架支架。
8、放顶煤
工作面4点班和0点班两班做巷,0点班根据煤层情况在厚煤段放顶煤,8点班为准备班,主要是放顶煤,采用间隔分段、多轮次放煤法进行放煤,,具体步骤如下:
(1)放煤口的位置
每架设一个放煤口,距刮板输送机边缘上方0.3—0.5m处调整挡矸链放煤。
(2)放煤顺序:
由机尾向机头方向(由上而下)。
(3)编号方法:
工作面分为2-3个作业段同时放煤作业,放煤口间隔距离大于10m,每个作业段每次只准一架放煤。
工作面从上向下的每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4……。
(4)单双号间隔放煤:
先在1、3编号口放煤,再在2、4编号口放煤。
(5)多轮次循环放煤
为了控制工作面顶板,使顶板均匀下沉,保证回收率达到要求。
放煤时间视顶煤厚度确定,第一轮次放出顶煤总量的1/2,然后调整挡矸链或用竹笆、圆木挡门,待工作面放煤口全部放完一遍后,再进行第二轮放煤。
第二轮仍是单、双号间隔放煤,依次进行,直到把顶煤放完。
9、移刮板输送机
(1)工作面顶煤放完后,浮煤、杂物清理干净,然后移刮板输送机,移刮板输送机采用单体柱移溜,每10m安装一个。
(2)移刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢,弯曲段长度不低于15m。
移刮板输送机移好后与前柱保持0.15m间距。
二、采煤方法
采用走向后退式炮采放顶煤采煤方法。
三、工作面正规循环生产能力
据公式W=L×
S×
h×
r×
c
式中W——正规循环生产能力,t
L——工作面长度,m
S——正规循环推进长度,m
h——采高,m
r——煤的视密度,t/m³
c——工作面采出率,﹪
W==L×
c
=150×
0.8×
3.5×
1.59×
0.95
=634t
第三节设备配置
一、设备配备情况
15采区第四车场设置乳化液压泵站,安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵,布置两趟Ф32mm、Ф38mm高压胶管向采面供液和回液,用液压接头连接。
安装BRW80/20两泵一箱注水,采煤工作面采用ZH2000/15/24ZL整体顶梁组合悬移液压支架支护,采用一部SGB630/150C前后双驱型刮板运输机运输煤炭。
第三章顶板管理
第一节顶板支护
一、工作面支护
工作面基本支架和端头支架采用ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架支护,每架四柱,基本架长2.8m,端头架长3.6m,支架宽960mm。
支架主要技术参数
项目
参数
支架高度
1.5-2.4
立柱直径
125
支架宽度
0.96
泵站工作压力
MPa
≥25
基本支架长度
2.8
工作阻力
KN
2000
端头支架长度
3.6
额定工作压力
36~42
支架步距
0.8
初撑力
760
伸缩梁长度
工作液
M-10,乳化液浓度5%
立柱数量
根
4
二、控顶距与放顶步距
该工作面基本支架最小控顶距2.8m,最大控顶距3.6m;
端头支架最小控顶距3.6m,最大控顶距4.4m。
放顶步距0.8m。
三、特殊支护
1、上、下安全出口支护
上安全出口采用3.6m长π型钢对棚抬口支护和ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压4架支架端头支架。
安全出口超前煤壁0.8m,净高不低于1.6m。
下安全出口使用ZH2000/15/24ZL型整体顶梁组合悬移液压支架4架端头支架配合3.6m长π型钢对棚支护,安全出口超前煤壁0.8m,净高不低于1.6m。
2、上下端头支护
上下端头处2.6mπ型钢梁打抬棚,使用2.6mπ型钢梁配合单体柱将超前替棚段U型钢支架替掉,替棚后棚距不超过0.5m使用竹芭、圆木护顶闭帮。
使用3.6m长π型钢成对沿走向打设二梁七柱抬棚,棚距不超过0.5m。
端头棚与超前替棚搭接严密,禁止出现台阶。
进风顺槽下帮和回风顺槽上帮各架设3.6m长π型钢梁2对棚支护。
进风顺槽上帮和回风顺槽下帮各架设1对棚π型钢梁支护。
所有单体液压支柱用防倒链或防倒绳捆绑在顶梁上,并穿木柱鞋。
超前支护段巷道高度不低于1.8m,支柱初撑力不低于50kN,超前支护段应留有至少0.7m宽的人行道。
超前支护范围内不得存放物料。
3、两巷超前替棚
两巷替棚长度自煤壁向外保持10-20m,进风、回风顺槽替棚使用2.6m长π型钢梁配合单体柱对棚支护,棚距500mm,使用竹芭、圆木护顶闭帮。
4、两巷超前支护
工作面下安全出口安装自动步移支架,10根立柱分两排站在刮板运输机的南北两侧,随采面推进向前迈步。
自动步移支架的使用:
操作自动步移支架人员,必须经专业培训,懂得液压原理及操作规程,没有经过培训的人员严禁随意操作支架、乱动操作阀手把和拆支架胶管。
支架用操作阀控制,煤壁前方6根立柱用2片操作阀分别控制,每个操作阀控制3根立柱同升同降。
老塘侧2根立柱用2片操作阀分别控制,推移拉架油缸用1片阀控制。
煤壁前方支架支护3.56m,煤壁向老塘支护4.38m,此处有效支护空间4.1m。
运输机宽1.45m,安全出口0.7m,运输机可以向前推移2m,工作面可以向前推采2排巷,下顺槽运输机缩短2m后,自移支架分3次向前移动2m。
在支架没有向前移动时,工作面老塘以向前进2m,该处∏型钢必须站单体柱,闭好帮,防止煤矸埋住老塘立柱,造成无法向前移架。
工作面下抬口压力大,为防止顶梁变形,运输机前后必须站单体柱并穿鞋,向前移架时可以把单体柱去掉,移架后单体应及时站上。
移架前支架前方要有2m高度,地板平整,推移油缸上方不能有浮煤杂物,安全出口的煤炭不得攉到支架底座上。
移架时先降右侧顶梁,再降后顶梁,脱离木梁既可,操作移架油缸支架前移0.8m,升起前后顶梁。
支护好顶板后,降左侧顶梁,前移0.8m,升起顶梁,完成1个循环,继续第2、3个循环。
支架如果和下顺槽不平行,可使用单体柱调向。
进风、回风顺槽超前替棚段超前支护均采用2.4m长π型梁配合DZ-22型单体液压支柱一梁三柱沿走向双排架设,两巷超前支护长度10—20m。
自煤壁向外10m为双排支护,10m以外以单排支护。
5、尾巷回收
上尾巷与放顶线回齐,下尾巷滞后放顶线不超过0.5m,回收尾巷后放落顶煤,使用竹芭、元木挡门。
四、乳化液泵站
(一)泵站选型、数量
安装BRW200/31.5型乳化液压一箱两泵,Ф32mm、Ф38mm高压胶管向采面供液和回液,用液压接头连接。
(二)泵站设置位置
轨道下山450米处(第四车场)设立乳化液压泵站。
第二节工作面顶板管理
采用全部垮落法管理顶板
附图三:
工作面、进风顺槽、回风顺槽及端头支护示意图(平面、剖面图)
第三节矿压观测
观测方法
采用液压支柱下沉量和工作面压力表进行观测,并作记录。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤路线
15070采面——15070采面回风顺槽——15采区运输下山——采区煤仓——东大巷——胶带运输巷——主井煤仓——主斜井——平地运输系统——煤场
二、辅助运输路线
地面料场——副斜井筒——东大巷——15采区轨道下山——15070进风顺槽——15070采面
附图四:
运输系统示意图
第二节一通三防与安全监控
一、通风系统
(一)风量计算
1.按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q采=100qkm³
K—工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡通风系数1.3(它是最大涌出量与平均涌出量之比)。
q—工作面瓦斯或二氧化碳的绝对涌出量,m³
/min。
根据实测统计平均值或按经验数据取值为1.2。
Q采=100×
1.2×
=156m³
2.按工作面气象条件计算
放顶煤工作面
Q采=60vs=403.2m³
Q采——采煤工作面需要的风量,m³
/min;
v——采煤工作面的风速,根据安检总煤字(2005)42号:
矿井通风能力核定办法(试行)表相参数,井下采煤工作面温度26℃以下时,工作面风速为1.5-2.0,按其进风流温度选取1.6m/s.
s——采煤工作面有效通风断面,取有效断面4.2m²
;
3.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量
Q采≥4N,m³
N—工作面同时工作的最多人数,人。
4—每人每分钟应供给的最小风量,m³
Q采≥4N
≥4×
80
≥320m³
4.按炸药用量计算
Q药=25A=262.5m³
Q药——采面一次放炮最大装药量时实际需用风量m³
A——采面一次放炮的最大炸药消耗量10.5kg
5.按风速进行验算:
(1)按最低风速验算,工作面的最小风量
Q≥60×
0.25×
s≥60×
4.2≥63m³
S——采面巷道的平均断面面积,取5.8m²
按最高风速验算,工作面的最大风量
Q≤60×
4×
s≤60×
4.2≤1008m³
确定工作面实际需要风量
经计算本采面所需风量应不低于403.2m³
/min,根据采面实际情况适当增减。
(二)通风路线
进风线路:
主、副斜井→东大巷→轨道下山联络巷→轨道下山→第三车场→15070进风顺槽→工作面
回风路线:
工作面→回风顺槽→运输下山→东翼回风上山
(1)
(2)→风井底联络巷→回风斜井
二、防治瓦斯
(一)瓦斯检查(设点、次数)
采面设置甲烷传感器,监测报警仪,悬挂在采面回风顺槽距下安全出口10m处,距顶梁300mm,距巷道侧壁200mm的巷道的风流中。
采面配有专职瓦斯检查工,每班检查瓦斯不少于2次。
瓦斯监测
地面采用KJ95N型安全监控系统,主机型号为RDCKMountpc—500型,使用UPS电源,采用RVYVR—4/0.52型电缆,通过副斜井筒、运输大巷、运输下山到15070回风顺槽与采煤工作面的瓦斯传感器相接,监测瓦斯情况。
安装位置:
回风顺槽距采面下安全出口10m处工作面的回风隅角、回风巷测风站、回风巷口10-15m处各一个,距巷帮大于0.2m.
三、综合防尘系统
(一)防尘管路系统
消防与防尘合用一供水系统,防尘洒水管路由地面600m³
水池静压供水,由副斜井、东大巷、运输下山、15070采面进、回风顺槽敷设到采面,管路每隔50—100m安设一个三通并设阀门,以供洒水防尘用。
采煤工作面采用液压泵供水、高压胶管敷设洒水、煤壁注水。
(二)防尘措施
1、采面每班设专人进行煤壁注水,并保证注水质量。
2、采煤工作面使用水炮泥,爆破前后冲洗煤壁,爆破后喷雾降尘,装煤、放煤时洒水。
3、各转载点要设置喷雾装置并做到开机开水,防尘管路三通间距不得超过50m,并定期冲刷巷道。
4、采区煤仓应保持一定存煤,不得放空,并及时清除巷道中的浮煤。
5、采面回风巷安设风流净化水幕,工人必须佩戴防尘口罩。
6、煤壁注水措施
(1)采煤工作面煤壁注水使用钻机名称:
气动手持式钻机,规格型号:
ZQST—65/2.5S;
(2)煤壁注水打眼位置:
距煤层底板1.5m,打眼深度不得低于4m,间距:
5m;
打眼角度:
≤10°
,打眼时钻孔沿倾斜垂直于煤壁;
(3)注水时,必须使用完好的封口器,将封口器送入钻孔最深位置,严禁将封口器暴露在钻孔外,以免损坏封口器;
(4
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