宣威市龍潭鎮打廠衝礦打廠衝井回采工作麵作業規程
第一章 概況
第一節 工作麵位置及井上下關係
一、工作麵位置
1501工作麵位於西采區+1930——1940m標高段,工作麵南部為老礦采空區,西部為秧田衝采空區,東部為礦井主斜井,北部為未開采井田,工作麵走向走140m,傾長為60m,可采麵積為8400㎡。
二、地麵相對位置
該工作麵2公裏內無村莊,河流,水體,地表為丘陵地帶,地麵標在2220——2260m之間,工作麵地表為耕地,荒山等。
三、回采對地麵的影響
根據原采區回采情況推算,不會對地麵周圍建築物或其它設施造成影響。
第二節 煤層
一、根據運輸巷回風巷的開切眼掘進巷道探煤情況推斷,工作麵內煤層最大厚度為1.7m,最小厚度為1.4m,平均厚度為1.55m,煤層厚度基本穩定。
二、煤層產狀
煤層走向75°—85°之間,傾向345°—335°之間,傾角6°—10°之間,平均傾角8°。
三、煤層結構
該煤層屬比較穩定性煤層,由南向北具有厚薄的變化趨勢,煤層結構較複雜,在掘進該工作麵運輸巷和回風巷時,有兩層夾矸,平矸厚度在00.1m—0.05m之間,煤層層理發育,煤硬度1—1.5,在回采時煤容易片幫。
四、煤質
該工作麵的煤為黑色粉狀,偶見塊狀,玻璃光澤,強度低,地質疏鬆,易碎,煤的視密度為1.46t/m3,該煤層為低灰,特低硫、低磷、中高發熱量煙煤(發熱量為20MJ/kg),主要用作火力發電等工業用煤,同時也是上好的民用燃料。
第三節 煤層頂底板
(1)頂板情況
根據K5煤層頂板工程地質條件觀察
1)K5煤層直接底板岩性為薄至中厚層狀泥岩,層厚0.6—6.15米,間接底板岩性為薄層狀粉質泥岩,巷道中有輕微的底鼓現象,底鼓突起高底一般為0.1米,局部0.2米,直接底板和間接底板是良好的隔水層,工程地質穩定性較好。
2)K5煤層有一層1厘米厚的偽頂,岩性主要為炭質粘土層,炭質頁岩,炭質粘土層軟厚度一般小於5厘米,煤層回采時會自然跨落,炭質頁岩厚度一般為5—10厘米,屬半堅硬岩層,煤層回采時會部分跨落入煤中。
K5煤層直接頂板為薄至中厚層狀泥岩和粉砂岩,厚0.30—1.25m,裂隙發育,破壞性最大,裂隙常有滴水現象,巷道中常有跨落現象,岩石穩定性較差。
K5煤層間接頂板為灰色中厚層狀細粒砂岩,厚度一般7m左右,是K5煤層的主要標誌層,岩性堅硬,裂隙發育,岩層工程地質性能較穩定。
綜上所述,K5煤層岩石質量中等,屬Ⅲ級岩石。
地層情況見地層綜合柱狀圖見附圖1(略)
第四節 地質構造
1、斷層
工作麵有一個傾向斷層,是正斷層。走向N8°—15°E,斷麵傾角60°左右,落差在1—2m之間,破碎帶不寬,故對工作麵影響不大。
二、褶曲
該工作麵地質構造為單斜構造,煤層走向75°—85°之間,傾向345°—355°之間,傾角6°—10°之間。
第五節 水文地質情況
一、含水層情況
該工作麵地質條件簡單,直接充含水層為煤層直接頂中細沙岩,富水性較弱。根據掘進實際揭露的水文情況,該含水層不會對開采造成水害威脅。
二、其他水源03manbetx
南部采空區的老窯水已排除,斷層不含水,因此1504在回采的過程中不受水害威脅,在回采的過程中灑水防塵的積水,水量較小,對回采無影響。
三、湧水量
礦井正常湧水量為45m3/h,最大湧水量為88m3/h。
第六節 影響回采的其他因素
根據2008年瓦斯鑒定情況,礦井瓦斯最大絕對湧出量為0.13m3/h,煤層有自燃現象,煤塵爆炸指數為28.4%,有爆炸性,因此,必須加強防塵管理。
地溫衝擊地壓和應力集中區,根據運輸巷、回風巷、開切眼工作麵溫度一般為20°—°21,掘進開切眼和運輸巷時頂板有地鼓等現象,有時出現片幫或塌落。
地質建議:
(1)在回采過程中經過斷層及其破碎帶時,要加強工作麵及風回巷的瓦斯檢查,預防瓦斯大量湧出,工作麵的液壓支柱要加固加牢,對壓力增大地點要加密支護。頂板破碎和采空區的地方,應用背板背嚴背實。
(2)頂板冒頂部分用皮柴背牢架實,采空區大麵積不垮落地段強製性放頂,防止大麵積垮落。
第七節 儲量及服務所限
該工作麵走向長140m,傾長60m,平均煤層厚度1.55m,煤層視密度1.46t/m3,工業儲量為9萬T,可采儲量為1.8萬t。工作麵服務年限4個月。
第二章 采煤方法
根據該工作麵地質條件及鄰近工作麵的回采情況,采用單一走向短壁式對拉後退回采,全部垮落法管理頂板。根據以往所采的經驗,工作麵采用液壓支柱支護,“以四回一”控頂。
第一節 巷道布置
打廠衝煤礦打廠衝井現為一個水平開采,分東西兩個采區,原老平硐做進風及運料專用,新建主斜井為東西集中運輸巷及行人。
工作麵運輸巷、回風巷使用液壓柱和木支柱支護。巷道斷麵01manbetx 為1.8m×1.8m,運輸巷布置在水平煤層底板上,求直不求平。每隔80m保持一條直線,主要用於運煤和進風,巷道中鋪設30型刮板運輸機動煤,回風巷布置在水平煤層底板上,求平不求直。主要用於回風和行人。開切眼斷麵規格為2.0m×煤厚,使用液壓雲集支護。
第二節 回采工藝
該工作麵用爆破落煤工藝,其工藝過程為:工作麵分成三段,一段在一個班內工藝流程為:打炮眼→移置輸送機→爆破落煤→修理歪扭柱→打鉸接頂梁支護頂板→人工裝煤→刮板輸送機運煤→升單體液壓支柱,同時工作麵另一段進行工作為:派人回柱放頂,打眼注水,打炮眼,下一班工序與上一班相同,爆破落煤采高為1.5m。每天一個循環,一個循環推進1.0m。
1、爆破落煤
打眼工提前下2h下井到工作麵打眼。用兩台煤電鑽分段同時打眼。炮眼角度為:炮眼與煤壁夾角為85°—90°,頂眼仰角為5°—10°,底眼在垂直麵上向底板方向保持10°—20°的俯角。為了避免崩翻輸送機,底眼眼底高出底板約0.3m,底眼眼底的爆破最小抵抗線位於輸送機上部水平麵以上。為了不崩倒支架,使水平方向的最小抵抗線位於輸送機上部水平麵以上。為了不崩倒支架,使水平方向的最小抵抗線朝向兩柱間的空檔。
炮眼布置方式:炮眼采用三花眼沿傾斜方麵布置,這樣爆破裝煤效果及拋到采空區的煤較少,打眼勞動強度底,炮眼深度1.0m,裝藥量根據煤質而定。一般情況下頂底眼裝藥量為300g煤軟時,每個眼可裝藥150g,每個炮眼封泥長度不於小0.6m。
爆破方法:采用串聯法連線,嚴禁采用並聯邊線爆破。一次裝藥一次起爆,禁止一次裝藥分次起爆,為了保證輸送機不被爆破落煤壓死。每班炮眼分3次起爆,一次起爆的長度為10m。
①炮眼布置圖
②爆破說明
序號
眼名
眼深(米)
眼數(個)
炮眼角度
裝藥量(kg)
充填長度
聯線方式
水平
垂直
每眼
小計
1
頂眼
1·2
7
水平
0.2
1.4
0.6
2
底眼
1·2
8
水平
0.4
3.2
0.6
3
合計
31
2、裝煤與運煤
工作麵采用30型刮板輸送機運煤,在單體液壓支柱及鉸接頂梁所構成的懸壁支架掩護下,輸送機移到第1、2排之間。爆破落煤後開動輸送機把爆破後落煤用人工把煤攉入刮板輸送機。利用刮反輸送機使煤溜到輸送機上運出工作麵。
3、工作麵支護和采空區處理
工作麵使用單體液壓支柱和鉸接頂梁支護。采用正懸壁齊梁直線柱布置,最大控頂距為4排支柱,最小控頂距為3排支柱,排距為1.0m,柱距為0.5m。
當工作麵推進到第四排支柱時,對采空區處理進行回柱放頂,使采區空直接頂直接垮落,並且使用密柱堵住矸石,防止垮落矸石滾到工作麵。
4、正規循環生產能力
W=L×S×h×y×c
式中W—工作麵正規循環生產能力,t;
L=工作麵平均長度,60m;
S=工作麵循環進尺,1.0m;
h—工作麵設計采高,1.5m;
y—煤的視密度,取1.46t/m3
c—工作麵采出率,95%。
代入數據,計算得工作麵正規循環生產能力為125t。
第三節 設備配置
工作麵使用MZ—1.2型斷電鑽打眼,選用DZ22型單體液壓支柱和HDJA—1000型絞接頂梁支護。使用30型刮板輸送機送煤。
第三章 頂板管理
第一節 支護設計
1)工作麵支護設計:
參考本礦同煤層壓觀測資料,選擇本工作麵礦壓參數。工作麵合理的支護強度:
Pt=9.81h×y×k
式中Pt—工作麵合理的支護強度,kN/㎡;
H—采高,1.5m;
Y—頂板岩石重力密度,2.5t/m3;
K—工作麵支柱應支護的上覆岩層厚度與采高之比,一般為4—8,該處取5。
經計算得Pt=196.2kN/㎡
1、液壓支柱實際支撐力
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R
式中 Rt—液壓支柱實際支撐力,Kn:
Kg—支柱工作係數,0.99;
Kz—支柱增阻係數,0.95;
Kb—支柱不均勻數,0.9;
Kh—采高係數,1.0;
Ka—傾角係數,0.9;
R—支柱額定工作阻力,300kN。
經計算得Rt=228.5kN
2、工作麵合理的支護密度
n=Pt/Rt=196.2/228.5=0.8根/㎡;
3、工作麵支柱距、排距
a=(N·5)/(Nb+F)
式中 N—工作麵支柱排數,3;
S—每根支柱的支護麵積,1/0.8㎡;
F—機道上方梁端至煤壁距離,1m;
Nb—鉸接頂梁長度,1m;
經計算得a=1.2m。
根據以上計算的支護強度,工作麵間距、排距確定工作麵選用DZ22型單體液壓支柱和HDJA—1000型鉸接頂梁支護。
2)乳化泵站的設計
泵站及管路選型:乳罩化液泵站選在地麵,管路選用直徑為40mm的鐵管。
泵站使用規定:
(1)堅持使用乳化液濃度配比儀,乳化液濃度必須保證2%—3%,曲軸箱內潤滑油合格,油位在油位線之間,油槽內潤滑合格,油繩放置合理,並有合格的過濾網。
(2)泵站壓力表動作靈活,壓力達到額定值,必須不低於18MPa。
(3)泵件、泵箱、液壓管路無漏、串液現象。
(4)曲軸箱內溫度不得高於50°,不低於50°。
第二節 工作麵頂板管理
一、工作麵支架的布置行式
(1)工作麵選用DZ22型單體液壓支柱和型鉸接頂梁支護頂板,按頂梁懸掛方式布置為齊梁中心柱,頂梁布置為正懸臂,在采空區和煤壁側懸臂長度各為0.5m,煤層傾角4°—12°,傾角每6°—8°支柱上仰1°,支柱迎山角3°—5°,防止底板光滑而滑倒支柱底必須有柱窩。
(2)工作麵采用“三四排”控頂,最大控頂距4.0m,最小控頂距3.0m,放頂距1.0m,支柱排距1.0m,柱距0.6m。
(3)工作麵煤壁不得留有傘簷,鉸接頂梁末端靠在煤壁上,並有梁窩,有片幫的地方必須使用背板和圓木背實,防止大量片幫。
(4)對頂板冒落而不實的部分必須使用坑木及臨時架木垛,預防頂板大麵積垮落而壓塌支柱。
二、頂板來壓的支護措施
(1)在采煤過程中,必須檢查並注意頂板及周圍情況。若發現明顯來壓現象必須停止采煤工作,加強工作麵支架的維護,適當加密工作麵支架,並按0.25m間距加密切頂斜抬棚和貼幫支柱,沿采空區一排支柱打一排戰柱,正常情況下一梁一柱,並使用木鞋板打緊戧支柱,當頂板壓力增大時,加密支柱,實現一梁二柱。
(2)回柱采空區頂板不垮落,其懸頂沿走向大於5m,要按0.4m間距在該處及其上下各3m的範圍內加密斜抬棚腿。
當其懸頂長度大於10m時,則在工作麵懸頂段沿傾斜方向每5m架設一組叢柱,每叢柱不得少於5根支柱;當懸頂段達15m時,每5m架設一個木垛,並及時報礦領導研究采取強製放頂措施。
三、回采放頂方法及回柱工藝
采用垮落法處理采空區,人工回柱放頂。回柱放頂順序嚴格執行由下而下,由裏向外的原則,回柱時采用由下而上依次分段作業,分段長度不小於20m,在分段交接處必須提前沿走向打好擋矸支柱,堅持先支後回,回柱時必須超前回柱6-7m打好戧棚,並保持後路5.0m內暢通。
回收的液壓支柱、鉸接頂梁堆放在材料道內,分開放齊碼好。
第三節 回采巷道及端頭頂板管理
一、工作麵端頭支護和平巷超前支護
(1)采煤工作麵端頭是指采煤工作麵與工作麵運輸巷和工作麵回風巷接合的部位,它包括工作麵機頭和機尾的設備區。巷道端頭區即巷道與工作麵交叉部位,工作麵前方支承壓力影響。煤壁後方支承壓力影響區。
(2)工作麵運輸(回風)巷超前工作麵掛1—2列鉸接頂梁,機梁下架設單體液壓支柱,實現一梁一柱,超前工作麵煤壁20m範圍內的運輸(回風巷)回超前支護,架設單列鉸接頂梁和單體液壓支柱,臨近工作麵10m超前支護回設雙列鉸頂梁,後10m回設單列鉸接頂梁。超前支護巷道內支架要完整無損,其高度不得低於1.6m。
二、端頭的特殊支護
工作麵運輸(進回風)巷中,從工作麵煤壁至放頂線之間,靠工作麵側架設走向抬棚。移工作麵輸送機頭時,撤除靠工作麵的棚腿。放頂線後方運煤巷的維護長度不得超過1.0m,機尾後方1.0m處支設傾斜支柱,柱距為0.25m。
三、運輸巷、回風巷支架的回撤
工作麵支架均隨工作麵放頂進行回撤。要求該支架後方與工作麵切頂線整齊。運輸巷回棚在縮短輸送機後進行,采用人工回撤,用單體支柱托信枷梁然後拉出棚腿,在護身支柱保護下遠距離卸載,頂板垮落穩定後用長把鉤取出硼柱。為防止瓦斯積聚,必須要對工作麵回風巷支架可超前切頂線一排或半排進行回撤,回撤後回風巷上幫以下4m範圍的切頂線要加特殊支柱,柱距為0.25m以確保上出口行人安全。
四、備用支護材料數量及存放地點
回風巷距工作麵30—100m範圍內必須經常存放有備用材料,其中單體液壓支柱60根,鉸接頂梁60根,坑木0.5m3,以備搶險時急用,此材料隨用隨補,嚴禁短缺。工作麵每日所需的皮柴等應根據工作麵需用量每班運到。並在回風巷內碼放整齊,不得影響行人和運料。
第四節 礦壓觀測
加強礦壓觀測,成立礦壓觀測小組,組長為 ,成員: 等,
觀測小組必須做到以下要求:
(1)要求人員組織到位,培訓到位,觀測儀器落實到位。
(2)礦壓觀測人員每班測出的數據,由組長負責收集、整理、要及時將工作麵情況向生產礦長、安全礦長、總工彙報,采取應急措施。
(3)觀測人員要不定期對支柱抽查,發現支柱初掌力低,有權讓現場作業人員進行二次補液,否則不準作業。
(4)觀測人員發現支柱工作阻力達到額定阻力或都有相當一部分支柱安全閥開啟現象,提醒作業人員采取措施或撤離工作麵,並向井長和調度室彙報。
第四章 生產係統
第一節 運輸係統
一、運輸設備選擇和安裝
工作麵使用30型刮板輸送機、運輸巷使用30型刮刮板輸送機,運輸大巷皮帶機運輸,材料下山使用絞車提升,區段運輸巷采用皮帶輸機,工作麵及順槽。
安裝刮板輸送機,機尾用兩根金屬支柱固定牢穩。
二、運煤係統
工作麵→運輸巷→運輸上山→1930運輸巷→井底車場→主斜井→地麵煤倉
三、運料係統
地麵材料庫→老平硐→1965西運輸巷→工作麵回風巷→采區回風巷→工作麵
第二節 一通三防與監控係統
一、通風設施設置
運輸順槽和工作麵上隅角各安設一組風賬。
二、工作麵實際需要風量的計算
工作麵實際需要風量根據瓦斯、工作麵溫度、炸藥和同時工作的最多人數分別進行計算。取其中最大值進行風速驗算,滿足要求時,該最大值即是工作麵實際需要的風量。(付通風係統圖1—1)。
1、按瓦斯湧出量計算
Q=100qk
式中 Q— 工作麵實際需要風量,m3/min;
q—工作麵瓦斯絕對湧出量,0.13m3/min;
k—工作麵瓦斯湧出不均勻備用風量係數,k=1.8。
由此計算得Q=23.4m3/min
2、按工作麵溫度計算
Q=60VS K
式中 V=工作麵平均風速0.8m/s
S—工作麵的平均斷麵4.4㎡
K—放頂煤工作麵長度調整係數0.9.
由此求得Q=190.08m3/min
3、按工作麵每班最多工作人數計算
Q=4×n×1.2
式中n-工作麵的最多工作人數,26人。
由此求得Q=124m3/min
4、按炸藥用量計算
Q=25A
式中A-采煤工作麵一次爆破的最大炸藥用量4.6kg。
由此求得Q=115 m3/min
5、按風速計算
工作麵的最小風量Q>15×4.4×2m3/min=132 m3/min
工作麵的最大風量Q<240×4.4×2m3/min=2112 m3/min
根據以上計算,工作麵實際需要風量取190m3/min
三、通風路線
副斜井→井底車場→東運輸巷→運輸上山→1504上安全出口→工作麵。
工作麵→回風巷→西采區回風巷→總風巷上山→總回風平巷→風井→地麵。
四、瓦斯防治
(1)瓦斯檢查地點:工作麵進風巷、回風巷、工作麵的風流中,工作麵上隅角,電動機附近等固定點,每班檢查次數不少於三次,並向調度室彙報,放炮員躲避地點,放炮地點附近20m風流中、回柱放煩處要回強瓦斯檢查。
(2)瓦斯檢查班報表必須有上班、本班、下班瓦斯檢查簽字。檢查地點的瓦斯記錄。做到班報、牌報、日報三對照,不得空班、漏檢、假檢。
(3)當工作麵風流中瓦斯達到1%時,停止用電鑽打眼,爆破地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1%時,嚴禁爆破。
(4)工作麵風流中,電動機或其開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯達到1.5%時,必須停止工作,切斷電源,撤出人員進行處理。
工作麵回風巷風流中瓦斯濃度超過1%(或二氧化碳濃度超過1.5%)必須停止工作,撤出人員,采取措施進行處理。
因瓦斯濃度超過規定初切斷電源的電氣設置,必須瓦斯濃度降到1%以下,方可通電啟動。
(5)工作麵安裝瓦斯斷電儀,並且與礦井安全監測係統連網在一起,工作麵風流中,工作麵回風巷風流中各安裝一個甲烷傳感器,前者安裝具體位置在回風巷距離工作麵小於10m的風流中,後者安裝在回風巷距離混和風流10-15m處的風流中。它們的報警濃度大於1%(CH4)工作麵風流中傳感器斷電濃度大於1.5%(CH4)斷電範圍工作麵及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備,回風巷風流中傳感器斷電濃度大於1%(CH4),斷電範圍是工作麵及其回風巷內全部非本質安全型電氣設備,它們的複電濃度都大於1%(CH4)的付瓦斯監測。
監控布置圖1-2
五、綜合防塵係統
1、防塵供水係統:
地麵水池→斜井→井底車場→材料上山→1930運輸巷→工作麵運輸巷→工作麵。
供水管路每隔100m安裝一個三通裝置,平時定期衝洗巷道使用。使用直徑3寸水管,工作麵使用軟水管。
2、防塵方式:
每次爆破落煤後,先灑水降塵再人工攉煤到輸送機上。輸送機轉載點安裝噴霧灑水裝置,工作麵運輸巷、回風巷各設置兩組淨化水幕,每天對工作麵運輸巷、回風巷衝刷一次。
3、隔爆設施的安裝:
工作麵運輸巷和回風巷各設置一組隔爆集中水棚,水棚設置在直線段巷內,與工作麵的距離保持在30—50m,棚區長度不得小於20m,水量不小於200L/㎡。水袋棚安裝方式的原則是:當受爆炸衝擊力時,水袋中的水容易灑出。兩個水袋之間間隙不得大於1.2m,水袋邊與支架、頂板之間的距離不得小於0.1m。
第三節 排不係統
排水路線為:
回采工作麵→運輸機上山→運輸巷→井底車場水倉→主斜井→地麵水池。
第四節 供電係統
一、供電簡述
礦井供電采用雙回路電源供電,一路來息放馬坪變電站,電壓10kv,線路長約5km,另一路來自龍潭變電站,電壓10kv,長約4kv,井下用電為660kv,在地麵設置配電室。電壓等級、電纜種類、電纜斷麵、饋電開關額定值,安全係數“三大保護”都符合供電係統的安全要求。
二、機電設備的安裝與驗收
所有機電設備的安裝一律按照《機電完好標準》執行,特別是煤電鑽、接線盒、按鈕這些經常移動的設備堅決不能失爆。機頭處必須配有滅火器。機頭前後5m不能用可燃性材料支護。
第五節 通訊照明係統
工作麵安裝一個防爆直撥電話,可直接與絞車房、變電所、調度室電話直接聯係。
第四章 勞動組織和主要經濟技術措施
第一節 勞動組織