采煤作业规程样本.docx
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采煤作业规程样本
XXX煤矿
采煤工作面作业规程
编号:
DM[2009]号
工作面名称:
103采煤工作面
编制人:
施工负责人:
矿总工程师:
矿长:
编制日期:
年月日
矿审批意见
生产部门
机电部门
安检部门
通风部门
地测部门
技术负责人
县(区)煤管局审批意见
生产部门
机电部门
安检部门
通风部门
副局长
技术负责人
目录
第一章概况6
第一节工作面位置及井上下关系6
第二节煤层6
第三节煤层顶底板8
第四节地质构造9
第五节水文地质9
第六节影响回采的因素10
第七节储量及服务年限10
第二章采煤方法11
第一节巷道布置11
第二节采煤工艺12
第三节设备配置17
第三章顶板管理17
第一节支护设计17
第二节工作面顶板控制22
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制24
第四章生产系统27
第一节运输27
第二节“一通三防”与安全监控28
第三节排水33
第四节供电34
第五节通信照明34
第五章劳动组织和主要技术经济指标35
第一节劳动组织35
第二节作业循环35
第三节主要技术经济指标36
第六章煤质管理37
第一节煤质指标37
第二节提高煤质的措施37
第七章安全技术措施38
第一节一般规定38
第二节顶板管理41
第三节防治水44
第四节爆破管理45
第五节一通三防及安全监控49
第六节运输管理52
第七节机电管理54
第八节其他58
第八章灾害应急措施及避灾路线59
附:
作业规程学习和考试记录
作业规程复查记录
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面在水平、采区、标高、几何尺寸
采煤工作面在-40水平一采区,采面上限标高-80米,下限标高-89米,走向长284米,倾斜宽80米,面积15000平方米。
二、工作面与地面的相对位置
该工作面在井田的东南侧,地面标高在+120米左右,地表为荒地。
三、回采对地面的影响
因回采距地表200米以上,且地表为荒地,为此对地面无大的影响。
四、对相邻采区、采面影响
该工作面四邻为未开采井田,回采后工作面压力往西南移动,工作面距采区回风道20-30米内,有压力增大情况。
东、南、西为井田边界。
工作面位置及井上下关系见表1
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
-40米水平
采区名称
一采区
地面标高
+120米
井下标高
-80至-89
地面相对位置
荒地
回采对地面设施影响
无影响
井下位置与四邻矿关系
东、南、西为井田边界,北为下102接续面
走向长米(m)
300
倾斜长度(m)
50
面积㎡
15000
第二节煤层
一、煤层厚度:
该煤层为单一煤层。
最厚2.2米,最薄为2.0米,平均0.2.1米。
二、煤层产状:
煤层走向N32°E转N16°W,倾向SN58°转NE74°,倾角6度。
三、煤层结构
采面煤层比较稳定,结构简单,无夹石,层理,节理发育。
四、煤种、煤质
经以往勘探及矿山多年生产实践,已查明该井田开采煤层煤种牌号为长焰煤,经该矿采取生产煤样化验结果,水分(空气干燥基)8.70%、灰份(干燥基)26.40%、挥发分(干燥无灰基)42.98%、低位发热量(干燥基)19.08MJ/kg,全硫(空气干燥基)0.77%,容重1.38T/m3。
主要用途:
可做一般工业动力和民用煤。
5、工作面煤层情况,
煤层情况表
煤层厚度(m)
2.1
煤层结构
单一
煤层倾角°
6
开采煤层硬度
F≥1.5
煤种
长焰煤
稳定程度
中等
煤层情况描述
该工作面煤层厚度在2.2--2.0米之间变化,倾角6度,变化不大
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板:
无伪顶,直接顶为砂页岩,厚度6米,上覆老顶15~~23米。
二、煤层底板:
直接底、基本底均为砂页岩、砂岩,厚度105.5米至139.5米。
三、煤层顶底板情况,见表3
四、综合柱状,见图1
表3煤层顶底板情况
顶、底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
老顶
砂岩
15~~23
灰白色
直接顶
砂页岩
6
深灰色
伪顶
无
直接底
砂页岩、砂岩
105.5至139.5米
灰白色
基本底
砂页岩、砂岩
灰白色
第四节地质构造
一、该工作面回采,无断层、褶曲、陷落柱及火成岩侵入。
二、回采工作面、运输道、风道素描图,见图2(略)。
第五节水文地质
水源分析:
无老空区,邻矿旧巷、注浆水和构造导水等对工作回采影响较小,地表为荒地,地表水不能渗入工作面,钻孔内已再生严实,有微量含水,对工作面无影响。
工作面的涌水量:
预计工作面最大涌水量4m3/h,正常涌水量2m3/h。
矿井水的来源主要有大气降水及矿井旧巷、,现该矿井下实际涌水量最大为10m3/h,正常5-6m3/h。
邻矿及本矿采空区,旧巷可能有积水,施工时,必须坚持“先探后掘”的原则,防患于未然。
第6节影响回采的因素
根据辽煤生产[2007]284号省煤管局文件《关于对阜新市地方煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》,该矿属于低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量9.68m3/t,绝对量0.96m3/min;煤层的自燃倾向性属二类自燃;煤尘爆炸倾向性属强爆炸性。
不属煤与瓦斯突出矿井。
一、工作面瓦斯涌出量:
根据本矿实际监测,工作面绝对瓦斯涌出量0.672m3/min,相对量为8.0m3/T。
二、煤尘爆炸指数,自然发火期
根据煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定报告,该矿煤尘爆炸指数为强爆炸,自然发火期为二类自燃。
三、地温情况:
在《安全规程》规定之内。
四、冲击地压:
无冲击地压及应力集中区。
五,因该面位于采新区,周围无采空区旧巷,所以周边对该采面无采动影响。
六、地质部门的结论
地质条件对工作面回采无影响。
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面地质储量:
2.1×80×248×1.38=6.58万吨
工作面可采储量:
6.58×97%=6.38万吨
二、工作面服务年限
工作面服务年限=可采储量/设计月产量=6.38(万吨)/77(米/月)×0.0215(万吨/米)=4个月
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
采区运输道和回风道布置在采面同一煤层中,两巷间距50m,巷道倾角6度,断面5.2m2。
采用锚杆支护。
工作面回采留设10m采终保护煤柱。
二条巷道上部为穿层巷道,坡度为35度,巷道断面4.8m2。
锚杆支护。
采区内沿煤层布置工作面运输道和工作面回风道,通过开切眼(回采工作面)贯通,构成回采工作面生产系统。
该采面为正规壁式采煤。
二、工作面运输道:
净断面5.2㎡,锚杆支护,铺设一台SDGW--13型运输机,600mm轨距铁道,设JTB-0.5绞车和1T侧卸式矿车运煤和进材料,入风、行人等。
三、工作面回风道:
净断面5.2㎡,锚杆支护,进料、行人、回风。
四、开切眼:
净断面5.6㎡,带帽顶子支护,运料、行人、通风,开采。
五、采面运输:
由工作面运输机运煤转载到运输道溜子,再装入矿车运出。
无煤仓溜煤眼。
六、硐室及其他巷道:
采面运输道,从切眼开始每相隔100米,设配电峒室一个,峒室内装设各种配电开关和乳化液泵,长度6米,断面6.0㎡,峒室内使用工字钢棚支护支护。
七、工作面巷道布置平面图,见图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该工作面采用爆破落煤,其工艺过程为:
工作前准备→打眼→装药→放炮→临时支护→装煤→移溜→移主架(放顶)。
爆破落煤采高2.1米,循环进度1.0米,每班一个循环,日三个循环
1。
打眼装药
打眼使用煤电钻打眼,炮眼角度为:
炮眼与煤壁夹角为80~85度,顶眼仰角为5-10度,底眼在垂直面上向底板方向保持10-20度的俯角,为了避免崩翻运输机,底眼眼底高出底板约0.3米。
炮眼布置方式:
炮眼采用五花眼沿倾斜方向布置,炮眼深度1.2米,爆破深度1.0米,装药量为每孔0.3kg,可根据煤的硬度和节理适当增减。
每个炮眼封泥长度不小于0.5米,打眼、装药严禁平行作业。
滞后充填15米即可打眼,装药。
打眼前注意观察帮顶及周围情况,敲帮问顶,找掉浮煤块伞檐,不许空顶作业,认真清理打眼地点,查看是否有剩炮,臭炮。
一经发现按煤矿安全规程中341,342条处理。
装药与打眼要保持5米以上距离,按规程规定正向装药。
装完药把脚线短接后卷起塞如眼内。
炮泥要塞满。
剩余的管药放回专用管,药箱内。
2。
放炮
爆破方法:
采用串联法连线,一次联4眼。
每次放炮长度为2M,可以根据情况适当增减一次放炮长度,不能超过每次放炮3米。
要以不崩倒单体,保证顶板完整为目的。
炮段长度为15米,又上向下分段放炮。
段内由下向上放炮。
每次放炮必须先设好上下头的警戒人,放炮员亲自接送。
每次放炮必须执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。
放炮中发现崩倒单体要即使扶起打牢补齐支护。
放炮时工作面停止其他作业。
放炮前要将管线档好防止崩坏。
放炮时放炮员要在新风流中作业。
详见爆图
表。
放炮员必须执行自联自放制度,放炮钥匙必须随身携带。
3.攉煤
放完炮后移完副架滞后不少于10米即可攉煤。
攉煤前要认真敲帮问顶找掉伞檐松帮,并检查作业地点级附近的支护情况,发现问题停止作业,待处理完后在作业。
攉煤必须保证货净底平进度够1米,中高够2.1米。
为推溜做好准备并吧工作面的浮煤扫净。
4.移主梁
出完煤后滞后攉煤地点不少于15米开始移架充填。
充填前要将所有要充填段的靠帮柱打全打牢。
而后可充填。
不许分茬移架,按序移架充填。
充填前必须对作业地点级附近的支护严格检查,发现支护不全,单体不牢或自动卸载的立即处理。
充填前不许把该梁老塘侧的单体先回收,作业人员身体任何部位不许进入老塘内,回单体时有专人观察作业地点的支护和顶板情况,作业人员要躲开老塘单体被矸石突然推倒范围。
充填后立即按规定打齐单体,挂好放倒绳。
如果发现老塘有悬顶面积超过2×5=10平方米时停止作业,立即人工强制放顶。
5.推溜要在移架充填后15米开始。
推溜前对所有支护重新检查顶板不好时必须刹牢接顶;
推溜时摘中柱不准超过13米,推过后马上补齐中柱;
推溜必须到位,推溜时不许溜子开气,保证溜自平直;推溜机头时用单体或绞车不许用下川溜子拉机头;推溜弯曲段长度一般在10--15米;用单体推溜前先选择两颗支撑单体,然后注液加固,在两单体底部横放一根木拌子做支点,
吧推溜单体水平放到推溜要分两次完成一次推溜不许超过0.5米;推完溜子后,溜子要达到平直,机头机尾打好压顶子,中柱打直,达到除撑力。
挂好放倒绳,然后溜子试运转。
要点动开气,直到正常。
二、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×C
=80×1.0×2.1×1.38×0.93
=215吨
式中:
L——工作面长度80米
S——循环进度1.0米
h——采高2.1米
r——煤的密度,取1.38T/m3
C——工作面回采率93%
第三节设备配置
一、工作面使用设备,见工作面设备布置图
工作面使用设备表
设备名称
型号
数量
功率kw
备注
煤电钻
MZ-1.2
3台
1.2×2
备用一台
潜水泵
2BA-9
1台
2.2
刮板运输机
SGDW-13
2台
13
浮化液泵
QRB-80/20
1台
37
备用一台
绞车
JTB-0.5
2台
15
单体液压支柱
DZ08-25/80
523棵
π钢顶梁
110根
二、工作面设备布置,见图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
1、参考本矿同煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数,工作面矿压参考,见表7。
2、工作面支护强度
Pt=9.81h×r×K(公式取自煤矿作业规程编制指南)
=9.81×2.1×2.5×5
=257.5KN/㎡
式中:
h——采高,2.1米
r——顶板岩石重力密度,2.5T/m3
K——工作面支柱应支护的上覆岩石厚度与采高比,一般4—8现取5
3、单体液压支柱实际支撑力
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Kα×R
=0.99×0.95×0.90×1.0×1.0×294
=249KN
式中:
Kg——支柱工作系数,取0.99
Kz——支柱增阻系数,取0.95
Kb——支柱不均匀系数,取0.90
Kh——采高系数,取1.0
Kα——倾角系数,取1.0
R——支柱额定工作阻力,294KN(30T)
支柱阻力影响系数,见表6
支柱阻力影响系数表
项目
液压支柱
木支柱
工作系数Kg
0.99
0.5
增阻系数Kz
0.95
0.7
不均匀系数Kb
0.9
0.7
高采系数Kh
<1.4m
1.0
1.0
1.5-2.2m
0.95
0.95
>2.2m
0.9
0.9
角系数Ka
<10°
1.0
1.0
11°-25°
0.95
0.95
26°-45°
0.9
0.9
>45°
0.85
0.85
4.周期压力计算
计算直接顶应有厚度
Ёh=m/(KP-1)
=2.1/(1.6-1)
=3.5M
m---采高。
--KP-碎胀系数取1.6Ёh---直接顶厚度M
该面直接顶厚度是6米大于所需直接顶厚度,所以没有周期来压。
几种岩石的碎胀系数
岩石名称初始KP残余KP
几种岩石的碎胀系数
岩石名称初始KP残余KP
砂1。
06—1。
151。
01---1。
03
碎煤1。
2以下1。
05
粘土页岩1。
401。
10
粘土1。
2以下1。
03---1。
07
砂质页岩15.0—1.801.10---1.15
硬砂岩1.50—1.80
本表取自采煤学(煤炭工业出版社)
表7工作面矿压参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶
底
板
直接顶厚度
M
6
6
基本顶厚度
M
9
9
直接底厚度
M
40
40
2
直接顶初步垮落步距
M
9
9
3
初
次
来
压
来压步距
M
26
26
最大平均支护强度
KN/㎡
208
208
最大平均顶底板移近量
Mm
140
140
来压显现程度
不明显
不明显
4
周
期
来
压
来压步距
M
20
20
最大平均支护强度
KN/㎡
208
208
最大平均顶底板移近量
Mm
300
300
来压显现程度
不明显
不明显
5
平时
最大平均支护强度
KN/㎡
116
116
最大平均顶底板移近量
Mm
70
70
6
直接顶悬顶情况
M
<1
<1
7
底板允许比压
Mpa
4.0
4.0
8
直接顶类型
类
9
基本顶级别
级
10
巷道超前影响范围
m
15
15
4、工作面合理的支护密度
n=Pt/Rt=257.5/249=1.04㎡/根,也是0.97根/㎡
5、工作面设计
工作面设计排距1.0米,组距0。
75米,组内两梁间距0.2米,最大控顶距3.6米,最小控顶距2.6米,则工作面总用单体数是:
80/0.75×6=527根。
单体支护面积是:
S=80×3.6/527=0.55㎡/根,
则支护密度=1/0.55=1.82根/㎡>0.97根/㎡。
可见支护密度满足要求。
二、选择支护材料
1,最大控顶距时顶板下沉量:
SR=M×U×PMAX=2.1×0.01×3。
6=0.075M
U---待定系数取0.01,
PMAX----最大控顶距3.6M
M-----采高2.1M
2最大最小采高支拄校核
H大=M大-B-C=2.2-0。
096-0.2=1.904M
H小=M小-B-C-SR-a=2.0-0.096-0.02-0.075-0.05=1.76M
M大—最大采高2.2M,a---卸载高度0.05M
M小—最小采高2.0M
B---派钢梁厚度0.96M
C---木垫板厚度取0.2M
根据上述计算选用DZ2240型单体液压支柱,其适用采高范围1659MM---2350MM伸缩行程800MM,额定工作阻力294KN(30T),可见该型号单体的支撑力和支护高度都符合需要。
额定工作液压38.2Mpa,初撑力118-157KN,泵站压力15-20Mpa,油缸直径80mm,底座面积113C㎡,直径120mm。
选用π钢顶梁,长度2.4米。
三、乳化液泵站
1、泵站选型、数量
选用QRB-80/20型两台乳化液泵,一台使用,一台备用,其额定压力20Mpa。
公称流量80L/min,电机功率37KW。
2、泵站设置位置:
设置在工作面运输道。
3、泵站使用规定
(1)泵站必须安放平稳,固定牢固,停放在顶板完整,无片帮、无淋水处。
(2)坚持使用乳化液浓度配比仪,乳化液浓度必须保证2%-3%,曲轴箱内润滑油合格,油位在油线之间,油槽内润滑合格,油绳放置合理,并有合格的过滤网。
(3)泵站压力表动作灵活,压力达到额定值,必须保证不低于18Mpa。
(4)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。
(5)曲轴箱内温度不得高于50度,不低于5度。
(6)泵站必须设专人看管并进行培训。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面选用DZ220型单体液压支柱和π钢顶梁,长度2.4米,排距1.0米、组距为0.75米,最小控顶距2.6米,最大控顶距3.6米,最小控顶时,齐梁使用,各打一梁三柱支护,最大控顶时,两梁交错,迈步式交替前移,仍为一梁三柱,回柱放顶后,回到最小控顶时支护。
工作面倾角6度,支柱迎山角为1度。
二、正常工作时期上、下端头支护方式及切顶支护
上、下端头采用“四组八架”支护,即使用4米长π钢顶梁,布置在工作面上、下出口处,间距0.75米,每组并排两根顶梁四组,每梁下打“一梁四柱”,随工作向前移动。
正常回采期间,采空区采用单体密柱切顶,切顶密度打在放顶线一侧,密柱可根据情况打牢斜撑子,防止矸石推如工作面
三、特殊时期的顶板控制
1、来压及停采前的顶板控制
在采煤过程中,必须检查并注意顶板及周围情况,若发现明显来压现象必须停止采煤工作,加强工作面支架的维护,适当加密工作面支架,在煤帮每隔1.0米,打好带帽靠帮顶子,在采空区沿切顶线,每隔1.0米打好穿鞋带帽的戗顶子。
待老塘垮落后,顶板压力正常时,再恢复采煤工作面,停采前,工作面必须是最小控顶距,并打好靠邦顶子。
2.工作面顶板出现拉勾抽条现象时,必须及时打好临时顶子,用木料接实顶板,并且将工作面达到最小控顶距。
3.如出现掉顶,由班队长指挥又两边向中间处理。
处理前先将掉顶区域级周围的支护加强。
现场有专职通风员检查瓦斯。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、运输巷、回风巷的顶板控制
超前工作面煤壁20米范围内的运输道和回风道,架设超前支护,超前支护使用π钢做顶梁,临近工作面10米,使用单体液压支柱,打“一梁四柱”,后10米打“一梁三柱”,1.0米一架。
二、工作面安全出口的管理
从工作面煤壁至放顶线之间的端头支护,即安全出口。
端头支护使用“四组八架”交替迈步“一梁四柱”放顶线后方的维护长度不得超过1.2米,在放顶线上,打好带帽戗柱。
移设端头支护时,15米内不许有其它作业。
三、支护材料的使用数量和存放管理
1、工作面单体数量
80×6+8×2+5+50+(30+40)×2=691棵
其中:
放炮段长度15米,临时顶柱间距3.0米,需用5棵,密柱每空1棵,上下川超前支护前10米,每米4棵,40棵,后10米,每米3棵,。
按规定备用10%的单体,共计691+70=716棵
2、π钢梁计算
80×2+15×2=190根.其中四组八架3.6米钢梁16棵,上下川超前支护2.4米30棵
备用10%的π钢梁,共计190+19=209根
3、存放地点:
存放在工作面回风道,距工作面30米处。
4、采煤工作面平面图
第四节矿压观测
加强矿压观测,成立矿压观测小组,组长为技术负责人,成员为地测人员等。
观测小组必须做到以下要求:
1、要求人员组织到位,培训到位,观测仪器落实到位。
2、主要观测顶板下沉量,下沉速度,顶底板移近量,顶板压力的变化,超前压力的范围及变化,直接顶冒落效果,周边巷道支护的变化。
找出来压来压规律。
2、矿压观测人员每班测出的数据,由地测人员负责收集、整理,要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报,采取应急措施。
3、观测人员要不定期对支柱抽查,发现支柱初撑力低,有权让现场作业人员进行二次补液,否则不准作业。
4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象,提醒作业人员采取措施或撤离工作面,并向井长和调度室汇报。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、运输设备及装、转载方式
工作面使用一台SGDW-13型运输机运输,运输道使用一台同型号运输机与矿车搭接,轨距600mm,侧卸式1T矿车,在工作面运输机下直接装载,运输道空车人工推入,重车用JTB-0.5型绞车调出至采区运输道车场,采区运输道使用JTB-0.8型绞车,将矿车提升至井底车场,由地面提升机提升至地面。
2、辅助运输设备及运输方式
主井采用具有“MA”标志的GLSY-1/6/1/1型(配防坠器)一吨标准罐笼提升;运输大巷及采区下山采用具有“MA”标志的MG1.1-6型1t矿车运煤和辅助运输。
运送材料使用具有“MA”标志的MPC2-6型叉车。
二、运煤路线
运煤系统:
煤炭由工作面(刮板输送机)→运输道运输机→矿车(小绞车)→采区运输道→运输石门→运输下山→主井→地面。
三、辅助运输路线
材料运输:
主井→运输下山→运输石门→采区运输道→工作面运输道(风道)→工作面。
四、运输系统、详见图6
第二节“一通三防”与安全监控
在采区回风道,即工作面运输道与风道联络巷道内,设置正、反风门两道,并加以联络,保质保量。
一、通风系统
(一)风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q=100qk=100×0.96×1.4=134.4m3/min
式中:
q——工作面瓦斯绝对涌出量,0.96m3/min
K——不均匀系数,取1.4
2、按工作面温度计算
Q=60us=60×1.0×4.0=240m3/min
式中:
u——工作面平均风速,取1.0m/S
S——工作面平均断面,取4.0㎡
3、按工作面每班工作最多人数计算
Q=4n=4×29=116m3/min
式中:
n——工作面人数,取29人(现要求25人)
4、按炸药用量计算
Q=25A=25×1。
8=45m3/min
式中:
A——一次爆破最大炸药量,1。
8kg
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>15S大=15×5=75m3/min
(2)按最高风速验算,工作面的最大风量
Q
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