戊17020采面作业规程1.docx
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戊17020采面作业规程1.docx
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戊17020采面作业规程1
PMGF-YK-CY-08-07
平煤股份一矿
采煤工作面作业规程
工作面编号:
戊8-0—F17020
编制单位:
采煤一队
施工队长:
李军方
技术负责人:
吴山
编制日期:
2008年09月
采煤工作面作业规程审批签字表
采煤工作面作业规程审批签字表
时间
地点
生产技术科
主持人
单位
姓名
职务
职称
签字日期
总工程师
通风副总工程师
机电副总工程师
采煤副总工程师
地测副总工程师
生产技术科
采煤区
安检科
机电科
地测科
通风区
调度室
煤质科
支护科
队长
主管技术员
审批意见
1、完善注氮系统及液压系统说明。
2、学习本规程同时学习系统的安全管理知识和悬移支架的操作规程,以上内容同作业规程一并考试,不及格人员严禁上岗。
3、生产前,翻转梁供液油路上的截止阀必须齐全完好,动作灵敏可靠。
生产过程中处于常闭状态。
4、特殊情况下(过断层、老巷等)期间,补充悬移支架的操作安全措施。
目录
第一章采煤工作面概况………………………………………………………………………1
第二章采煤工作面地质条件…………………………………………………………………2
第三章采煤方法………………………………………………………………………………5
第一节采煤工作面巷道布置…………………………………………………………………5
第二节采煤工艺及顶板管理…………………………………………………………………6
第四节安全生产系统…………………………………………………………—…………—14
第一节运输系统……………………………………………………………………………14
第二节通风系统16
第三节供电系统18
第四节供水降尘系统20
第五节排水系统21
第六节安全监测系统22
第七节注氮系统23
第八节液压系统24
第五章劳动组织25
第六章主要技术经济指标28
第七章安全技术措施29
第一节总则29
第二节采煤工艺安全技术措施30
第三节机电维修与操作安全技术措施53
第四节一通三防安全技术措施61
第五节煤质管理措施66
第六节其它安全技术措施66
第八章避灾路线70
第九章初采初放75
附1:
戊-17020采煤工作面防自然发火措施79
第一章采煤工作面概况
序号
项目
内容说明
1
采面位置
该采面位于戊七采区东翼
2
采面范围
走向长1095m,倾斜长68—130m,面积102338m2
3
与邻近煤层及已采区关系
东起戊七皮带下山,西至戊8—10—11010采空区,北部为戊8—10—17042采空区,南部为戊十采区采空区。
4
与地面相对位置
该采面位于落凫山南坡
5
采面与地面建筑关系
无影响
第二章采煤工作面地质条件
项目
序号
内容
说明
地
质
赋
存
条
件
1
产状
走向
西东
倾向
南北
倾角
7.5°
2
瓦斯
相对涌出量
0.5~1.5m3/t
绝对涌出量
0.4~1.2m3/min
3
煤质
牌号
水份
灰份
挥发份
煤尘爆炸指数
自燃发火期
1/3JM
2.8%
34.5%
35.7%
36.5~44.14%
6~8个月
储
量
1
可采储量
502312t
2
储量损失
125578t
顶
底
板
特
征
1
伪顶、直接顶、老顶关系
采面无伪顶;直接顶为泥岩,易冒落;老顶为砂质泥岩;
2
顶板特性
直接顶初次垮落步距
基本顶初次垮落步距
基本顶周期垮落步距
10~15m
25~30m
10~15m
直接顶类别
老顶类别
I
Ⅱ
3
底板特性
直接底为灰及深灰色泥岩,厚1.2m,含菱铁质结核;老底为浅灰色细粒砂岩,厚15m,夹有砂质泥岩层。
水
文
地
质
1
涌水
涌水方式
涌水量
预计涌水地点(个)
水质(酸碱度)
渗水
0.02~0.2m3/min
无
PH=6~8
2
老塘积水
无老空渗水
3
钻孔断裂水
无影响
煤层柱状图
第三章采煤方法
第一节采煤工作面巷道布置
第二节采煤工艺及顶板管理
一、工序管理:
(1)打眼、装药、放炮:
工作面炮眼布置为三角眼,上眼间距1.4m,距顶0.7m,底眼间距为0.7m,距底0.3m,严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业.
(2)伸开翻转梁临时支护及铺网:
伸开翻转梁临时支护时设专人观山,翻转梁规格为600mm×0.96mm煤墙超过600mm时,必须提前拉架。
铺网时,网边对齐铺成直线,不能斜铺,网要铺平整,紧贴顶板不出现凹凸及波浪形状,特别是不能打卷。
(3)攉煤:
攉煤时要照前顾后,人员站在顶板维护好的地点,面向机尾方向,防止运输机机道内有物料、大块煤矸伤人,并注意顶板变化情况,严禁空顶作业。
(4)移架:
采面分段采通后,由机头向机尾顺序开始移架,移架前先收回翻转梁,移架时先收后柱使其脱离浮煤或浮矸,稍降前柱使顶梁可移动时立即停止。
、移动顶梁和后柱(前柱不动),使支架移至规定步距。
(5)放煤:
放煤采用多轮多口顺序低位放煤法,分段放煤间距不少于6米,放煤口间距1-1.5米,放煤口高度距底板0.3-0.5米,开口大小约0.3×0.3米。
(6)移溜:
推移运输机用推移器或远方供液推移,推移器或支柱应支在支架牢固完好的地点,做推移用的单体柱要编号,专项使用,推移后应搁放好。
(7)以上工序结束后开始整体推进托梁。
二、采面顶板管理:
(1)、本工作面采用走向长壁后退式炮采采煤方法,全部垮落法管理顶板,使用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架(ZH—国家代码﹑1600—工作阻力﹑16/24—最小/最大采高﹑ZL—整体顶梁).超前及两巷使用DZ型单体液压支柱、HDJA1.0型铰接顶梁支护顶板。
ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架技术参数表
名称
单位
参数
备注
支架高度
㎜
1600~2400
支架长宽
㎜
3000×960
翻转梁
㎜
960×600
上仰3—5度
支架中心距
㎜
1000
支柱数量
根
4(φ110)
柱高1400--2200
移架步距
㎜
1000
工作阻力
KN
1600
初撑力
KN
1190
支护强度
MPa
0.61
泵站压力
MPa
28
(2)、工作面采用ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架,支架中心距1000㎜(±10㎜),最大控顶距4.0m,最小控顶距3.0m移架时要按中线移架,支架应保持一条直线,其偏差不得超过±50㎜,支架垂直顶底板,,其偏差不得超过±5°,支架顶梁要与顶板平行,相邻支架间隙40㎜(±10㎜),支柱钻底大于100mm必须穿柱鞋,支柱迎山有力,初撑力达到要求。
(3).两巷顶板管理:
1、工作面上下出口及端头支护。
机头,机尾超前规格为宽3.0m,高1.6m,长3.0m,采用6棚双园销梁配合单体支柱,柱距为0.5m,排距1.0m水平销配够,确保“三销齐全”。
在机头机尾上方的双圆销梁支架间加套3根π型钢大梁,长3.0m,一梁三柱架设,随着机头的推进及时前撺,始终使用在机头的正上方。
2、两巷超前支护采用单体柱配合双圆销铰接梁支护。
3、替棚超前煤壁8--10m,10m以内为替棚部分打双排点柱,10--20m打单排点柱,老塘侧机巷可落后采面一排,风巷与采面切顶线回齐。
4、高度不低于1.6m,留有不少与0.7m人行道。
5、帮顶必须刹严背实,浮渣及时清理。
6、刹顶:
采面使用金属网刹顶,金属网规格:
10×1.2m,机头机尾超前因使用双圆销梁配合单体柱支护,背顶使用金属网配合小棍,每棚使用小棍6-8根,要求采面金属网连接紧密,同时应备有一定量的大板﹑穿楔,一备冒顶时使用。
7、采空区处理采用全部垮落法管理顶板。
8、作业方式为人工分段作业。
9、顶板监测采用阻力监控法,用测压枪对每一循环支柱初撑力进行监测,监测重点为上下安全出口和压力异常区。
10﹑风巷要有备用料:
大板:
1/2ф180mm×2m不小于30块
金属网:
1.2m×10m50卷
单体柱:
2.2m30棵
穿楔:
不小于30块
11﹑其它:
该采面老巷分布较多,回采过程中应加强顶板管理,严格执行过老巷安全技术措施。
三、采面支护设计:
一、支护强度计算:
按经验公式计算:
P=(4-8)hYe=(4-8)×2×2.5=20-40t/㎡
式中:
h---工作面采高
Ye---顶板岩石平均容重2.5t/m3
取以上计算的最大值,则合理的支护强度为Pn=40t/m2..=0.41Mpa
由于ZH1600/16/24ZL型顶梁组合悬移液压支架配备4根支柱时支护强度为0.61Mpa,大于工作面最大来压强度,所以支架支护强度满足要求。
二、两巷与端头支护设计:
一、支护设计:
根据柱距计算公式:
L柱=P1/KLP
式中P1=R1R2R3R4=0.95×0.95×1×29.8=26.9t/根
R1—支柱不均匀系数:
0.95
R2—支柱增阻系数:
0.95
R3—工作面系数
R4—支柱最大承载值:
29.8t/根
P为顶板压力,本采面采用6倍采高围岩重
P=6hv=6×2×2.5=30t/m3
L柱=P1/KLP=26.9/1.2×L排×30=0.74m
为保证安全,距L柱取0.5m,支护强度即可达到要求。
二、底板比压分析:
JB=PN/SI=300KN/3.14×(0.05m)2=0.0383KN/m
式中JB—支柱对底板比压
PN—支柱额定工作阻力
SI—支柱底座面积
比较:
泥岩比压JBN=0.0165KN/m2
JB>JBN
故支柱应垫柱鞋,防止柱子钻底。
第四章安全生产系统
第一节运输系统
一、运输系统
1、运煤系统:
采面→戊-17020机巷→戊七皮带下山→主井→地面。
2、运料系统:
地面→副井→戊七沿煤轨下→戊-17020风巷→采面。
3、生产能力分析:
工作面日生产能力Q(t/d)的计算
Q=L·S·M·r·C
L——工作面长度99m
M——采高6.5m
S——循环进度1m
C——回采率80%
r——煤体容重,1.45t/m3
故Q=Q采=99×6.5×1.45×0.8×1=746t
由上可知,该工作面日生产能力为1119t
第二节通风系统
一、通风系统:
副井(主井、主斜井)→戊七沿煤车场→戊七沿煤轨道下山→戊七二、四川→戊七皮带下山→戊-17020机巷→采面→戊-17020风巷→回风斜巷→戊七岩石轨道下山
三、风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算:
Q采=100×q采×KCH4
式中:
q采—采面回风巷中平均绝对瓦斯涌出量
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数1.6
q采=q相对×Q日产=0.5×1119/1440=0.388m3/min
Q采=100×q采×KCH4=100×0.388×1.6=62.08m3/min
2、按气象条件计算:
Q2=QkQtKhKi
式中:
Kt——温度系数1.21
Kh——采高系数0.85
Ki——采面系数1.0
Qk——基本风量300m3/min
Q2=300×1.21×0.85×1.0=309m3/min
3、按工作面同时工作最多人数计算:
Q3=4N=4×50=200m3/min
取Q=Q2=309m3/min
4、风速验算:
Qmin=15smin=15×4=60m3/min
Qmax=240smin=240×6=1440m3/min
Qmin<Q<Qmax
故取采面风量Q=309m3/min
第三节供电系统
设备配置表
采煤一队戊—17020采面
机
电
设
备
配
置
表
序号
名称
规格型号
数量(台)
配置地点
1
悬移液压支架
ZH1600/16/24ZL
70—126
根据采面
2
采面输送机
SGB—630/150
1
采面
3
转载机
SGW—40T
1
机巷
4
乳化液压泵
BRW200/31.5x4A
2
风巷
5
回柱绞车
JD—14T
2
风机巷各一台
6
煤电钻综保
BZ80—2.5
2
风机巷各一台
7
煤电钻
BZ2.5
2
风机巷各一台
8
信号综保
BBZ—4.0--11
2
风机巷各一台
9
馈电开关
KBZ--500
1
移变
KBD--200
1
风巷
KBD--350
2
风机巷各一台
KBD--400
1
移变
开关
QBZ—200/660
5
风巷3台机巷2台
QB83—80N
2
风机巷各一台
第四节供水降尘系统
第五节排水系统
第六节安全监测系统
第七节注氮系统
第八节液压系统
第五章劳动组织
一、循环方式:
放顶煤回采:
1、循环进度:
1.0m
2、日循环数:
1.5个
3、循环产量:
746t
4、日产量:
1119t
二、作业方式:
1、人工分段作业
2、回采工艺流程
打眼,装药放炮→伸开翻转梁临时支护→出煤→移架→放煤→移溜,移托梁
三、劳动组织:
1、四六制
2、三采一准
第六章主要技术经济指标
项目
单位
数量
项目
单位
数量
工作面指标
走向长度
m
1095
管
理
放顶步距
m
1.0
倾斜
m
68—130
回柱方法
人工
煤层厚度
m
2.0-6.0
老空处理
跨落
采高
m
2.0
材
料
消
耗
机油
kg/万吨
750
回采面积
m2
102338
乳化油
Kg/万吨
850
煤层倾角
度
7.5
截齿
个/万吨
工作面储量
t
627890
坑木
m3/万吨
35
可采储量
t
502312
火药
Kg/万吨
1265
回采率
%
80
雷管
个/万吨
2376
容重
t/m
1.45
杂木棍
根/万吨
日进
m
1.5
柱鞋
块/万吨
月进
m
45
金属网
m3/万吨
回采工效
t/工
8
挡帘
个/万吨
顶板
支架类型
悬移支架
循
环
指
标
作业方式
分段
支架数量
架、根
126
循环进度
m
1.0
顶梁数量
根
循环产量
t
746
顶板管理方法
全部跨落
日循环数
个
1.5
最大控顶
m
4
日产量
t
1119
最小控顶
m
3
正规循环率
%
90
第七章安全技术措施
“安全第一,预防为主”是煤矿生产一贯坚持的方针,每个职工都要树立“安全第一”的思想意识,认真执行煤矿三大规程,狠反“三违”,作好自主保安、联保、互保工作。
每班开工前都必须由跟班干部、班长、验收员首先检查采面安全情况,经程序化检查,确认安全无隐患后,方可允许职工进入采面作业,发现不安全隐患,应立即组织人员采取措施进行处理。
切实做到不安全不生产,隐患不排除不生产,措施不落实不生产。
第一节总则
1、所有工作面作业人员都必须认真学习三大规程,学习后履行签字手续,经考试合格后方可上岗作业,否则不准上岗.
2、凡有新工人进队或转岗人员都必须重新学习本规程和参加培训,否则不准上岗作业.
3、下井人员必须按时参加班前会,否则不准下井作业,在每班班前会上,值班干部、跟班干部都必须讲明本班工作面的安全生产情况及注意事项,并结合规程讲明采取的措施,开工后及时检查、组织落实。
4、在工作面出现意外情况时,跟班干部及班长应及时组织现场人员进行处理,并向调度室和值班干部汇报,听取处理意见,组织现场落实。
5、每班开工前,各工种都要备好自己的工具,并先检查作业地点的安全情况,发现问题及时处理,在确保安全的前提下,方可开工作业。
6、工作面在开工前,由队长、技术员负责带领工人走一次避灾路线,以后每月由班长以上干部负责带领工人走一次避灾路线。
第二节采煤工艺安全技术措施
一、打眼
1、本工作面炮眼布置为三角眼,上眼间距1.4m,距顶0.7m,底眼间距为0.7m,距底0.3m。
2、打眼工必须固定专人,严格按照炮眼布置图和爆破说明书作业,对凹凸不平的煤壁和采高变化要根据情况减少或加大眼深,保证爆破后煤壁平直、采高和进度。
3、打眼工班前打眼,进入工作面后,首先要检查煤电钻的完好情况、电缆有无破损失爆、综合保护装置是否灵活可靠,并且进行一次综合保护装置跳闸试验,确认无问题方可打眼。
4、进入工作面打眼前,要先检查周围顶板是否完好,有无片帮预兆,柱子是否牢靠,上下各3架严禁动架,必须关闭翻转梁截止阀,如有问题经处理后方可作业。
5、打眼工作由两人以上配合作业,一人掌握煤电钻打眼,保证眼距、眼深及角度。
一人观山拉电缆,注意电缆的悬挂和使用,不得在刮板运输机上游动,同时查看周围支架、煤壁、顶板等情况,坚持湿式打眼,采用水浇打眼。
6、打眼时,要坚持执行敲帮问顶制度。
7、打眼时,禁止带帆布手套和线手套,工作服袖口必须帮扎好,系好纽扣,以免被钻杆绞住。
8、打眼期间应停止采面运输机运转,人员不准站在运输机道内,严禁骑运输机打眼。
9、禁止在煤岩的节理和裂隙上打眼,禁止在老眼和残眼上重新打眼。
10、打眼中暂时休息时,钻杆必须脱离电钻,并放在安全地点。
11、炮眼位置及角度严格按《作业规程》或《补充措施》施工,如遇特殊情况应经跟班干部同意,再进行作业。
12、严禁用运输机运送煤电钻,电缆和火药。
13、打眼时,电缆应悬挂在人行道上,严禁悬挂在运输机道内。
14、打眼结束后,把综保开关手把打到停电位置并闭锁,按下防爆插销。
将电缆、煤电钻、钻杆拿到支架完好、无淋水处、距超前出口10m处盘放整齐,机巷离开槽帮400mm以上距离。
15、打眼过程中,严禁用脚蹬或硬压煤电钻,若电钻打眼时间过长或操作不当引起电钻起热时,应及时更换电钻或待温度降低后使用。
16、有下列情况之一时,不许打眼或应立即停止打眼,在向上级汇报并妥善处理,确认安全后,方能继续打眼。
(1)工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时。
(2)发现煤层内有连续小煤炮声或有大量瓦斯涌出,有煤和瓦斯突出征兆时。
(3)发现煤层变潮,煤质变软,有挂汗、挂红,出现雾气,水叫、顶板淋水加大,空气变冷的透水征兆时。
(4)打眼时突遇压力水从钻孔中流出时,应立即停钻并不许抽动钻杆。
(5)工作面局部顶板来压,片帮严重,支护不齐全,不牢固。
(6)控顶距超过本规程的规定。
(7)电钻声音突然异常,出现卡住钻头或钻杆,电钻严重震动,电钻外壳带电。
17、采面坚持沿底板推进,保证采高为1.8m左右。
二、装药、连线、爆破
1、装药、连线、爆破工作有放炮队人员进行,持证上岗。
2、装配引药必须在支架完好、顶板完整的地方,并避开电气和导电物体。
严禁坐在炸药箱上装配引药,装配数量以当班当时需要量为限。
3、装配引药工作由专职人员操作,附近20m范围内严禁有做与此无关的工作和人员。
4、爆破工必须把炸药、电雷管分别存放在专用的箱内并加锁,严禁乱扔乱放。
装炸药、电雷管的药箱必须放在顶板完好、支架完整、避开机械、电气设备的地点。
每次爆破时都必须把爆破材料箱放到警戒线以外的安全地点。
5、本工作面采用乳化炸药,雷管扎入药卷后,应用脚线将药卷缠住,以便把雷管固定在药卷内。
雷管必须全部插入药卷,严禁斜插在药卷内或捆绑在药卷上。
6、装配引药时,必须防止电雷管震动,冲击折断,防止损坏脚线绝缘层。
7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管理顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出。
抽出单个电雷管后,必须将其脚线末端扭结。
8、装药前先检查装药地点20m范围内风流中的瓦斯浓度,低于1.0%时,方可装药。
9、装药时,要严格执行敲帮问顶制度,若发现煤壁松动、有伞檐煤、等情况都必须处理好后,再进行作业。
10、装药前先用炮棍将药卷轻轻推入,不得冲撞,炮眼内各药卷之间必须彼此密接。
11、本工作面采用正向装药,严禁反向装药。
装药量为上眼不超过400g/眼,下眼装药量不超过600g/眼,当遇顶板条件变差或煤层变软时,应减少或停止打上眼,同时适当减少上下眼装药量。
片帮严重时,应坚持手镐刨煤,伸开翻转梁维护后再装药爆破底眼震动炮,装药量为200-400g/眼。
12、封泥时,先装水炮泥,然后用粘土炮泥封满,严禁用煤粉块或其它可燃物做炮泥。
13、无封泥、封泥不足或不严的炮眼都严禁爆破。
14、装药后,必须把电雷管脚线悬空,严禁脚线同运输设备、电气设备等导电物相接触。
15、工作面风量不足或采煤工作面煤尘超标未降尘时,以及炮眼内发现异常:
如温度忽高忽低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散及透老空巷等情况时,不准装药,并报班组长立即处理。
16、炮眼深度小于0.6m时,不得进行装药爆破,装药后最小抵抗线小于0.5m时,不准爆破,按拒爆处理。
17、装药和打眼平行作业时,间距必须大于15m。
18、本采面采用一次打眼,间隔分组一次装药,留垛长度不少于2.0m,每组装药长度不超过5.0m,每次起爆一组。
为防止间隔区间的未装药炮眼被爆破挤压,可在炮眼中插上炮棍,最后视分组爆破的情况再装药爆破间隔区间留垛的炮眼。
19、爆破工作由专职爆破工进行。
20、爆破工作要严格执行“一炮三检”和低沼“三人连锁”爆破制度。
21、爆破前,班长应对爆破地点进行全面检查,有片帮空顶时,应进行维护,保证道路完好畅通。
煤墙侧顶板发生掉顶现象或顶板破碎易发生冒顶的地点,严禁爆破,提前维护顶板以后,再装药爆破。
22、爆破前,由班长亲自或指定专人在爆破地点两头设置警戒,班长负责清点人数,布置撤人工作,确认无误后方可下达爆破命令。
撤人距离为上下各撤不少于30m。
23、爆破连线采用串联连线方式,将相邻电雷管的脚线各一根互相连接,最后剩下的两根脚线分别接到爆破母线上。
未连接的电雷管脚线必须扭结成短路并悬空。
24、爆破工接到爆破命令后,必须先发出爆破警号,至少再等5秒,确认无问题后,方可爆破。
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