您好!歡迎來到狗万manbet官网 !

混合斜井西翼B2采煤工作麵作業規程

在線文檔 2014-02-26 0
軟件名稱: 混合斜井西翼B2采煤工作麵作業規程
文件類型: .doc
界麵語言:
軟件類型: Pdf
運行環境:
授權方式:
軟件大小: 523.5 KB
軟件等級:
軟件登陸: admin
作 者 :
官方網址: 官方站
程序演示: 演示
解壓密碼:
整理時間: 2014-02-26
軟件簡介:




巴裏坤明鑫煤炭有限責任公司

混合斜井西翼B2采煤工作麵作







明鑫煤炭有限責任公司安全技術部 編製










































































目 錄

目 錄 1

編製依據 3

第一章 地質說明書 4

第一節 工作麵概況 4

第二節 煤岩層及其特征 4

第三節 地質構造 7

第四節 水文地質 7

第五節 影響回采的其他因素 8

㈠瓦斯 8

㈡煤塵爆炸性 8

㈢煤的自燃 8

第六節 儲量計算 9

第二章 采煤方法 9

第一節 采煤方法選擇 9

第二節 巷道布置 10

第三節 回采工藝流程及工藝要求 10

第四節 設備配置 13

第三章 頂板管理 13

第一節 支護設計 13

第二節 工作麵頂板控製 14

第三節 礦壓觀測 15

第四章 安全生產係統 16

第一節 運輸係統及設備 16

第二節 “一通三防”及安全監控 17

一、通風係統 17

2、風量計算: 17

第三節 排水係統 20

第四節 供電係統 20

第五節 壓風、通訊係統 20

第五章 勞動組織及主要技術經濟指標 20

第一節 勞動組織 20

第二節 生產能力計算 21

第三節 主要技術經濟指標 22

第六章 煤質管理 23

第七章 安全技術措施 24

第一節 一般規定 24

第二節 頂板 24

第三節 防治水 26

第四節 爆破 27

第五節 “一通三防”與安全監控 27

第六節 運輸 30

第七節 機電 31

第八節 其他 32

第九節 避災線路 36





























































































編製依據



   一、編製依據資料及批準時間

   1、《明鑫煤炭有限責任公司混合斜井采煤方法改造(試驗)設計》哈密地區煤炭工業管理局2007年11月14日批準。

   2、《混合斜井生產地質報告》,批準時間為:2005年12月。

   二、審批說明:

   由生產部牽頭組織會審,總工程師批準後下發執行。

   三、下發執行說明:

   1、回采前組織施工隊全體人員學習本規程並考試合格後方可上崗。

   2、每月由公司技術人員對《作業規程》執行情況進行跟蹤,並寫出跟蹤報告。

   3、每月由總工程師牽頭、生產部組織有關人員對《作業規程》進行複(審)查,針對複(審)查存在的問題由部技術員編寫補充措施。



















地質說明書

工作麵概況

   混合斜井西翼B2采煤工作麵位於+1552m水平西翼B2煤層,東鄰C組煤層F5斷層,西以距礦井邊界500米,下以1550煤層底板等高線為界。其標高為1550~1562m,對應地麵位於經線16458057~16458468,緯線4886779~4887088之間,為戈壁荒地,無任何建築物,回采對地麵無較大影響。

   C5采煤工作麵範圍及有關參數表

項 目 數量 項 目 數量

回風標高(m) 1562 煤層生產能力(T/m2) 4.6

機道標高(m) 1552 煤的容重(T/m3) 1.3

切眼標高(m) 1552 工業儲量(萬 T) 1.26

走向長度(m) 180

傾斜高度(m) 12

回采麵積(m2) 2160 回采率(%) 70

設計采放高(m) 10 可采儲量(萬 T) 0.95

煤岩層及其特征

煤層情況:

   B2煤層為全區可采煤層,本工作麵呈單斜構造,煤層走向120~135°。傾向北東,傾角55~75°;與B3煤層間距為9m、與B1煤層間距為11m,,煤層的厚度為3.5~5.5m,平均厚度為4.5m,煤層變化較大,結構比較複雜,為較穩定煤層。

   二、煤質情況:

   煤層為玻璃光澤,黑色,條痕黑褐色,節理發育,性脆,斷口以參差狀為主,局部為平整狀或貝殼狀,易燃燒,燃燒時煙大,膨脹現象明顯。煤層煤樣鑒定結果表明,井田的煤岩類型為全亮型煤。成分以亮煤為主,夾少量鏡煤及絲炭條帶或透鏡體,膠化物之間界線清楚,部分有橫向結構,絲炭化、半絲炭化物質,以絲炭體、半絲炭體及木質鏡煤,煤質絲炭體等呈條帶狀分布於煤層中。根據煤岩鑒定結果為原地生成腐植煤,沉積環境穩定,中等或高原環境。

   三、煤層及頂底板

名稱 煤岩名稱 厚度(m) 岩性特征 工程參數

直接頂 細砂岩 17.8 灰褐色,含礫,以石英為主    5

煤 4.5 B2煤層,玻璃光澤,結構單一煤質好,亮煤為主   2.5

直接底 粗砂岩 15 灰白色,膠結致密,堅硬    3

   四、煤層頂底板岩石物理力學性質

   礦區內煤層頂底板多為泥岩、砂質泥岩、泥質砂岩,有時為砂岩,直接頂板多為粉砂岩,比較穩定,從混合斜井揭露的石門中可以看出,組成煤層頂底板的岩性主要為粉砂岩,其次為砂質泥岩。

   B2煤層頂底板岩石物理力學測試結果如下:

表 1混合斜井主采煤層頂底板岩石物理力學測試結果

采樣

位置 岩性 單軸抗壓強度(Mpa) 天然抗拉強度(Mpa) 天然抗

剪強度(Mpa) 軟化

係數

天然狀態 飽和狀態 幹燥狀態

B2底板 粉砂岩 33.2 29.3 40.4 1.1 3.0 0.73

B2頂板 粉砂岩 34.4 28.8 41.1 1.0 3.1 0.7

   測試結果為B2煤層頂板天然抗壓強度在33.2~47.8MPa,飽和抗壓強度在28.8~32.0MPa,幹燥抗壓強度在40.4~78.0MPa,單向抗拉強度天然狀態為1.0~1.9MPa,抗剪強度為3.0~4.6MPa,軟化係數為0.41~0.73,屬抗壓強度中等,抗拉、抗剪強度低、易軟化的岩石。

   B2可采煤層的硬度較大、較脆,節理、裂隙發育。煤層頂板為粉砂岩,因受構造擠壓,裂隙與滑動麵較發育,遇水後極易膨脹滑脫。屬中等冒落的頂板,其頂板穩定性相對較差。

   五、煤岩層綜合柱狀圖


地質構造

   工作麵範圍局部地段受F5斷層影響,地層產狀變化較大。沿走向分布的石炭窯逆斷層破壞了煤層的連續性。構造複雜程度中等。

   石炭窯逆斷層(F5)分布於石炭窯煤礦區南部,與地層產狀相近。在該井田西段主要沿八道灣組中段B煤組底板展布,東段則主要沿C煤組底板產出,橫貫全區。斷層麵向西北傾斜,傾角40°—57°,上盤上升,為一高角度走向逆斷層,具層間斷裂特征。斷裂西段對B、A煤組淺部煤層起到不同破壞作用,東段傾角逐漸變緩,下盤B煤組也隨之遭到強烈的破壞,直至錯斷消失。

   對該工作麵巷道掘進無影響。

水文地質

   一、水文情況

   礦區位於天山東段北側山間盆地,盆地走向為北西西――南東東向。盆地內海拔在1500――1600米之間,地形平緩,普遍為第四係洪積層構成的戈壁灘。在礦區內無地表水體。屬於幹旱地區。

   礦區南部的高山,主要由花崗岩和變質岩組成,岩性堅硬、致密,裂隙較發育,由於受大氣降水影響,往往形成裂隙水,沿地表流動或沿裂隙垂直方向移動。礦區屬中溫帶大陸性氣候區,其氣候特點是缺水,少雨,多風,平均蒸發量大於降水量10倍。因降水有限,造成補給也就很少,故區域內地層含水量是很不豐富的。

   二、主要構造的水文地質特征

   該工作麵距含水層較遠,不受含水層影響,水文地質簡單。

   由於本工作麵處於礦井東翼,地下水的補給源主要為基岩層間裂隙水,因補給距離太遠,而蒸發量又幾倍大於降水量,井田內含水帶的含水性就十分微弱。

   但由於本井田範圍內的第一、第二水平部分采空區已塌陷,一方麵塌陷坑是有利於水的儲存,另一方麵岩體塌陷造成裂隙發育,則有利於水力聯係,石炭窯逆斷層及其派生的小型平移斷層在特定條件下的導水與充水作用也不可低估。特別是發生暴雨和山洪時,是礦井突發性充水期,故應有地麵防洪措施,確保安全生產。

影響回采的其他因素

㈠瓦斯

   根據2009年10月份瓦斯等級鑒定結果,明鑫煤炭有限責任公司混合斜井瓦斯最大絕對湧出量為0.69m3/min,二氧化碳最大絕對湧出量為1.69m3/min,礦井瓦斯最大相對湧出量為1.62m3/t,二氧化碳最大相對湧出量為3.97m3/t,礦井屬於低瓦斯礦井。

㈡煤塵爆炸性

   根據新疆煤炭科研所對混合斜井主要可采煤層樣品做的《煤塵爆炸性鑒定報告》結果,測試結果為:火焰長度>400mm,岩粉量85%,煤塵具爆炸性,因此,礦井在開采過程中注意灑水、除塵,時刻注意防火,防爆。

㈢煤的自燃

   根據新疆煤炭科研所對混合斜井B、C組煤所做的《煤炭著火點鑒定報告》結果,煤層煤耗吸氧量0.49-0.64%,煤的自然傾向性分類屬於Ⅱ級自燃煤層。混合斜井的煤層有自然發火傾向,發火期為3-6個月。

儲量計算

                   儲量計算圖表


塊段號 走向m 傾向m 麵積m2 煤厚m 容量

T/m3 工業儲量T 回采率% 可采儲量T

Ⅰ 180 12 2160 4.5 1.3 12636 75 9477


   二、損失量計算

   該工作麵距溜煤眼5m停采,共留設保護煤柱25m,具體損失量見。

                損失量計算表

名 稱 走向m 傾向m 麵積m2 煤厚m 容量T/m³ 損失量T 損失量合計T

放頂煤損失25% 180 12 2160 4.5 1.3 3159 4914

末采損失 5 60 351

煤柱損失 20 240 1404


   三、儲量損失原因分析

   儲量損失主要是煤柱的留設,還有頂煤不能完全回收,見矸就停止放頂煤,使一部分煤留在采空區。另外,有局部地段煤質特硬,個別大塊難以放出等因素。

采煤方法

采煤方法選擇

   該層煤屬急傾斜厚煤層,煤層傾角較大,根據我礦采煤方法改造試驗設計,選擇小階段懸移頂梁液壓支架放頂煤采煤法回采,開采高度2.5m,放煤高度7.5m,小階段高度10m。液壓支架選用ZF2800/15/24型放頂煤液壓支架。

巷道布置

   工作麵布置在礦井+1552m水平西翼B2煤層中,通過1500—1562水平開切眼形成工作麵運煤和通風係統。在+1562m水平和+1552m水平分別向東掘進B2煤層工作麵一階段回風順槽和一階段運輸順槽至F5斷層,通過工作麵開切眼聯通一階段運輸順槽和一階段回風順槽構成開采係統。

   機道、回風有關技術參數表

巷道名稱 布置方式 標高 坡度 淨斷麵 (m²)

運輸順槽 沿煤層走向   1552   3‰   6.16

回風順槽 沿煤層走向   1562   3‰   4.66

開切眼 沿煤層傾向      65°   0.8

回采工藝流程及工藝要求

   一、回采工藝流程

   縮溜子移超前支護移支架打眼放炮放頂煤(煤質較硬不能自引垮落時放震動炮)。工藝流程圖。



   二、各工藝內容及要求:

   1、縮溜子

   必須保證溜子伸入采空區後不超過4.5m,達到4.5m時必須縮溜子,每次縮一張溜皮,溜子縮出後,為防止溜子機尾被放頂煤壓死,必須對溜子機尾用圓木或加工的棚掩件進行棚掩,棚掩高度不小於0.7m。

   2、移超前支護

   先移回風巷超前支護,後移運輸順槽超前支護。回風巷超前支護每次前移一根梁長,運輸順槽架前超前支護邁步前移,兩次前移一根梁長。超前支護移設時三人操作,兩人抬鋼梁,一人升單體支柱,逐根逐組移設。單體支柱必須升緊,並掛好保險繩。

   3、移支架

   將支架前後及架間浮煤雜物清理幹淨後方可移架,移架時先升緊托梁支柱,操作一付支架的前後柱卸載手把使支架卸載,操作移架油缸手把移架,移架到位後及時升起前後柱使支架承載。完成後再移另一架,兩付支架移到位升緊承載後,卸載托梁支柱,收回移架油缸使托梁前移後位。移架時如果出現歪架、倒架、壓架應按措施要求進行處理,然後方可移架,嚴禁強拉硬移以防損壞支架。

   4、打眼放炮

   移架後,打起架子尾護板,工作人員在架後尾護板下對架後頂部煤體從支架兩邊用RZZ麻花鑽杆進行打眼爆破,炮眼扇形布置。放炮時必須收回架子尾護板,防止尾護板炮崩。和上部回風巷放不透時,可在回風巷支護下向下打眼放炮。炮眼布置見圖1,爆破參數見圖2。



圖 1 工作麵炮眼布置剖麵圖




圖 2 工作麵炮眼布置俯視圖

表 2 爆破參數表

眼名 眼深 眼數(個/組) 裝藥量 角度 裝藥結構 聯線方式式

卷/眼 KG/眼 水平 垂直

鬆動炮眼 5m 4 10 1.5 正向 串聯

   5、放頂煤

   放頂煤時,放煤工不得離開崗位,要控製放煤量大小,以防壓死溜子。頂煤回收至見矸石時停止。

設備配置

   ⑴、支架特征表:

支架型號 支架高度 工作阻力 推進行程 自重

ZF2800/15/24 1.5-2.4m 2800KN 0.6m 6.5T



   ⑵、支柱特征表:

型 號 高度 支柱初撐力 油缸直徑 額定承載力 重量

DZ-2.5 1.4~2.8m 75KN ø100mm 350KN 80Kg



   ⑶、電器設備配備表:

設 備 名 稱 型 號 規 格 數量 用 途

幹式變壓器 KBSG-315/6 315KVA 1 電源變壓器

饋電開關 DW80-350 350A 2 電源開關

啟動開關 BQD-200/660 200A 6 啟動電機

溜子啟動開關 BQD-200/660 200A 1 啟動電機

綜 保 KSGZ2.5 2.5KVA 1 煤電鑽電源

煤 電 鑽 ZMB-1.2B 2台 打 眼



   (4)、機械設備配備表

設 備 名 稱 型 號 規 格 數 量 用 途

刮板輸送機 SGW-30T 3台 運輸順槽

乳化液泵 XR80/350 2台 泵 站

皮帶輸送機 OSJ80115/2X55 800mm 1台 運輸順槽



頂板管理

支護設計

   一、頂板壓力



   =11.3(kn/m)

   γ:頂部岩體比重,13kn/m3

   a:巷道跨度的1/2;

   f:岩石堅固性係數,取3;

  二、懸移頂梁液壓支架計算

  懸移頂梁液壓支架控頂距內巷道壓力:



  =33.9(kn)

  每付懸移頂梁液壓支架工作阻力為1800kn,兩付支架的工作阻力為3600kn,遠遠大於巷道壓力。故支架符合要求。

  三、超前支護計算

  超前支護20m內巷道壓力:



  =226(kn)

  選用工作阻力為300kn的單體液壓支柱的數量為:

  N=226/300=0.75(根)

  按規程規定選用DZ-25單體支柱在超前支護範圍內應支護38根,工作阻力為300kn的單體支柱的數量遠遠超過理論計算數量。

工作麵頂板控製

   井田範圍內地表無建築物,屬丘陵荒地,采空區頂板管理采用全部陷落式管理方式。工作麵采用ZF2800/15/24型放頂煤液壓支架支護,采空區采用全部垮落法管理頂板,移架步距0.6m,放頂煤步距0.6m。

   一、支架布置:

   該工作麵沿巷道方向並列安裝煤液壓支架2付,支架中心距為1.5m。


圖 3 工作麵剖麵圖

   二、特種支架布置

   1、架前超前抬棚

   架前超前抬棚采用DZ-2.5型單體液壓支柱配合1.6m長工字鋼梁架設兩對走向支護,每架前各一對,一梁兩柱。架前超前支護邁步前移,邁步步距0.8m,超前支護高度不小於2.1m。

   2、巷道超前支護

   采用DZ-2.5型單體液壓支柱配合1.6m長工字鋼梁架設走向支護,一梁兩柱。運輸順槽支護範圍單排從放頂線開始工作麵前方不小於20m,架設在巷道頂板側,雙排從支架前方開始不少於10m,架設在巷道底板側;回風順槽從距頂煤垮落區2米處開始前方不小於20m,單排支護。支柱必須升緊、架牢,單體柱子係好保險繩,不準使用壞支柱及卸載支柱。

礦壓觀測

   一、觀測目的

   礦壓觀測能夠更準確掌握頂板的周期來壓,頂底板的下沉量,更加及時地對巷道失修地段維修,加強工作麵的支護質量,對減少事故有很大的幫助,有利於對頂板管理,使用SY—60綜采壓力表觀測礦壓。

   二、礦壓觀測的內容

   在工作麵每付支架上各裝兩塊SY—60綜采壓力表觀測前後立柱受力,準確及時地預報頂板來壓及強度,隨著工作麵的推進,記錄下數值進行礦壓分析。

   三、頂板下沉量的觀測內容

   在回風順槽、運輸順槽每隔30m在巷道頂板埋設一組測點觀測兩道的下沉量,並及時維修。

   四、數據處理

   支架阻力測定每班一次,巷道頂板下沉量觀測每天一次。觀測數據每天由微機處理,觀測三次周期來壓後編寫觀測報告。

安全生產係統

運輸係統及設備

1、煤炭運輸係統

   B2工作麵一階段運輸順槽B組煤階段運輸石門 C3階段運輸順槽C3溜煤眼+1500m水平C3運輸大巷+1500m水平井底車場主斜井地麵。

2、材料運輸係統

   主斜井+1500m水平車場材料上山1562回風石門C組煤西翼總回風 C3煤層材料下山 B組煤階段運輸石門 B2工作麵。

3、運輸設備

   工作麵煤炭運輸設備為:一階段運輸順槽靠近工作麵使用1台SGW-40T型刮板運輸機,前方使用1台SPJ-600型膠帶運輸機(或SGW-40T刮板運輸機)。材料、設備使用一噸固定箱式、一噸材料車和一噸平板車運輸。

“一通三防”及安全監控

一、通風係統

  B2+1552水平階段運輸順槽與B2+1562水平回風巷自開切眼向外,每6米掘一上山眼,且工作麵保證至少有3個能直達回風巷的上山眼,確保通風、行人。

   1、通風線路:(附係統圖3-5)

   新鮮風:地麵主斜井1500m水平井底車場+1500m運輸石門 C組煤西翼總運輸大巷 C4進風上山 B2階段運輸順槽 B2回采工作麵

   乏風:B2回采工作麵 B2一階段回風巷 C組煤西翼總回風+1562m水平回風石門風井地麵。

2、風量計算:

(1)、按瓦斯湧出量計算

   Q采=100×q絕 ×K采通/(60×C)

式中:Q采——采煤麵實際需風量;

    q絕 —采煤工作麵的瓦斯絕對湧出量。按《2009年礦井瓦斯等級鑒定報告》結果取瓦斯最大絕對湧出量為0.05m3/min。

    K采通——采煤麵瓦斯湧出不均勻係數,1.6。

    C——采煤工作麵回風流中允許的最高瓦斯濃度,取1.0%

則工作麵實際需風量為:

   Q=100×q絕×K采通/(60×C)=100×0.05×1.6/(60×1)=0.13m3/s

(2)、按二氧化碳湧出量計算

   Q采=100×qco2 ×K采通/(60×C)

式中:Q采——采煤麵實際需風量;

    qco2 —采煤工作麵的二氧化碳絕對湧出量。按《2008年礦井瓦斯等級鑒定報告》結果取二氧化碳最大絕對湧出量為0.1m3/min。

    K采通——采煤麵瓦斯湧出不均勻係數,1.6。

    C——采煤工作麵回風流中允許的最高CO2濃度,取1.5%

則工作麵實際需風量為:

   Q=100×qco2×K采通/(60×C)=100×0.1×1.6/(60×1.5)=0.18m3/s

(3)、按工作麵溫度計算

采煤工作麵應有良好的勞動氣象條件,溫度和風速應符合下表要求:

采煤工作麵空氣溫度與風速對應表

采煤工作麵空氣溫度 (℃) 采煤工作麵風速 (m/s)

<15 0.3——0.5

15——18 0.5——0.8

18——20 0.8——1.0

20——23 1.0——1.5

23——26 1.5——2.0

26——28 2.0——2.5

   采煤工作麵風量按下式計算: Q采=60×V采×S采

   式中:V采——采煤工作麵風速,按其工作麵溫度從上表選取。由於本礦區地處戈壁高寒,夏季井下溫度均在15℃以下,到了冬季更低,還需加熱空氣,故本設計取0.4m/s;

S采——采煤工作麵有效通風斷麵。根據該礦井下工作麵平均控頂距情況,取5.72m2 。 Q=60×0.4×5.72=137.28m3/min=2.29m3/S

(4)、按采煤工作麵人數計算

   Q采=4×N×k 式中:N---采煤麵同時工作的最多人數20人;

k---風量備用係數:取1.45。

則:Q采=4×20×1.45=98.6m3/min=1.64m3/S

(5)、按同時爆炸炸藥量計算

Q=25×A=25×7=175m3/min=2.9m3/s

式中:A---工作麵一次爆破的炸藥量, 7kg。

按上述結果取最大值,西翼C5支采工作麵所需風量為:2.9m3/s

(6)、按風速驗算

最低風速

V采=Q采/S采

式中:Q采——采煤工作麵風量,m3/s;

    S采——采煤工作麵平均斷麵積5.72m2。

    V采——采煤工作麵風速,m/s;

V采=Q采/S采=2.9/5.72=0.51m/s

   風速驗算結果:0.25m/s<0.51m/s≤4m/s,符合《煤礦安全規程》第101條之規定。

  二、防滅火係統

   前期主要采用噴灑阻化劑防滅火。即在工作麵回風順槽設一活動水箱,用防爆潛水泵對工作麵采空區進行噴灑。每日的噴灑時間控製在2h~5h。噴灑量根據工作麵推進速度按3m3/m噴灑。

  三、壓風、供水及降塵係統

   主斜井 1562回風石門C組煤西翼總回風C3材料下山B組煤階段運輸石門 B2階段運輸順槽 B2工作麵。

  四、安全監測係統

   主斜井+1500m水平車場材料上山1562回風石門 C組煤西翼總回風 B2回風巷、采煤工作麵

排水係統

   工作麵工作麵一階段運輸順槽 C3進風上山+1500m水平C組煤運輸大巷井下水倉主斜井地麵

供電係統

   中央變電所+1500m水平石門 C組煤東翼運輸大巷 C組煤進風上山 B2階段運輸順槽 B2工作麵

壓風、通訊係統

   主斜井+1500m水平車場材料上山1562回風石門 C組煤東翼總回風C3材料下山 B2運輸順槽 工作麵

勞動組織及主要技術經濟指標

勞動組織

   1、采用三八作業製,邊采邊準的作業形式。

   2、作業形式:采用三班采煤、邊采邊準的作業方式,包機作業製,除泵站工、溜子工、移架工外其餘工種綜合作業,但回收頂煤與放震動炮和其他工序不得平行作業。回風順槽和運輸順槽不得平行作業。





   勞動組織表

工種 一班 二班 三班 小計

班 長 1 1 1 3

放炮工 1 1 1 3

瓦檢員 1 1 1 3

移架、支護工 2 2 2 6

泵 站 工 1 1 1 3

輸送機司機 2 2 2 6

電鉗維修工 1 1 1 3

跟(帶)班領導 1 1 1 3

合 計 10 10 10 30

備 注

生產能力計算

   1、循環產量計算:

   Q=L×G×H×γ×C=7×0.6×10×1.3×75%

   =54.6t

    式中:

   Q:工作麵循環產量,t;

   L:工作麵長度,7m;

   G:循環進度,0.6m;

   H:采放高度,10m;

   γ:煤層容重,1.3t/m3;

   C:工作麵回采率75%;

   2、產量:

   班循環2個,日循環6個

   班產量=2×Q=2×54.6=109.2(T)

   日產量=6×Q=6×54.6×80%=262 (T)

   月產量=日產量×25=6552(T)

   3、可采時間

   可采時間=12636/月產量=2(個月)

    (附正規循環作業圖表、工作麵設計標準一覽表、技術經濟指標表)。

主要技術經濟指標

               技術經濟指標表

序號 項 目 單 位 數 量 備注

1 煤層生產能力 T/m2 7.8

2 循環進度 m 0.6

3 循環產量 T 54.6

4 班產量 T 109.2

5 日產量 T 262

6 日進度 m 4.8

7 月產量 T 6552

8 月進度 m 96

9 回采工作麵工效 T/工 8.5

10 回采工效 T/工 6.4

11 工作麵服務時間 月 2

12 坑木消耗量 m3/萬T 5

13 油脂消耗量 KG/萬T 200

14 乳化液消耗量 KG/萬T 200

15 炸藥消耗量 KG/萬T 700

16 雷管消耗量 發/萬T 1450

17 噸煤成本 元/T

18 回采率 % 75




            工作麵設計標準一覽表





號 設計項目 單

位 數

量 序

號 設計項目 單

位 數

量 備 注

1 工作麵走向長度 m 180 14 放煤步距 m 0.6

2 工作麵傾斜長度 m 12 15 小班循環 個 2

3 工作麵傾角 ° 62 16 日循環 個 6

4 開幫高度 m 2.3 17 正規循環率 % 80

5 平均采放

高度 m 10 18 作業方式 三班生產邊采邊準

6 平均采放比 1:3 19 放煤方式 放炮鬆動放煤

7 工業儲量 萬T 1.26 20 端頭抬棚 組 2 一梁二柱一組2根

8 可采儲量 萬T 0.95 21 兩道支護 20m

9 回采率 % 70 22 上下出口規格 m×m 0.7×1.8

10 支架數量 架 2 23 鉸接頂梁 m 0.8

11 最大控頂距 m 3.2 24 花邊梁 m 1.6

12 最小控頂距 m 3.2 25 單體液壓支柱 DZ-2.5

13 移架步距 m 0.6 26 采煤方法 小階段懸移頂梁支架放頂煤



煤質管理

  一、煤質指標

M A V Q FC S Y 工業牌號

0.47~1.03 7.15~26.7 34.33~42.54 24.33~34.79 12~20.5 QM45

煤質資料由取樣化驗數據而來。

  二、提高煤質措施

嚴格執行“三檢四不上”製度。

放頂煤出現矸石時,立即停止放煤,補好放煤口。

加強支架管理,減少跑、冒、漏、滴現象,防止水煤,水較大時,做擋水牆,壓埋管路集中排水。

嚴格按放煤順序,放煤步距放煤。

安全技術措施

一般規定

   1、工作麵回采前,由安全礦長負責組織人員貫徹學習作業規程,學習後由安全科組織考試,成績合格後方可下井作業。不合格的人員必須補考,考試合格後再下井作業。工人學習考試成績分別登記在《作業規程》貫徹考試記錄表上。

   2、對工人貫徹該作業規程時,同時貫徹安全基本管理製度;對違章處罰製度;炸藥雷管管理等製度。

   3、交接班製度:

   對工作麵工程質量,安全狀況以及遺留問題等,上下兩個班的班組長必須在現場交接清楚,並在台帳上記錄清楚。

   機電各崗位操作人員必須在現場交接所管設備,嚴格執行崗位責任製,保證設備安全運轉。

頂板

   一、初采初放安全技術措施:

   支架安裝前技術員應根據工作麵及支架運輸線路的具體情況編寫具體詳實的支架安裝措施,經有關部門審批後,嚴格按措施要求進行安裝,支架設備安裝到位後,經公司驗收試運轉後方可初采。

   初采期間,兩巷出口處及超前支護範圍內,應嚴格按規程規定加強支護,確保安全出口暢通。

   工作麵初采時在切眼內沿切眼長度方向在巷道四周按回采工藝要求布置鑽孔,一次性起爆。起爆後,不允許人員再進入切眼。

   工作麵初采後按工作麵正規循環進行回采,根據現有倉儲式采煤法觀測,推進度達到15m頂板即可自行垮落。如工作麵推進15m時頂板不垮落,則必須采用人工強製放頂。放頂方法為在工作麵運輸順槽和回風順槽內巷道端頭處,向頂板方向打一排2m深的炮眼,一排各5個孔,炮眼間距0.7m,每孔裝藥3~4碼。放炮時,必須撤工作麵所有人員到工作麵外100m處,運輸順槽和回風順槽分兩次爆破,先爆破回風順槽,再爆破運輸順槽,每次爆破都要保持工作麵通風暢通。

   該工作麵初采初放全部結束後,由初采初放領導小組共同鑒定,確認老塘頂板全部垮落後,由生產部下發初放結束通知單,初采初放領導小組方可解散,工作麵支護按作業規程正常回采時的要求管理。

   二、工作麵周期來壓及頂板管理

當工作麵每推進15m煤層頂板不垮落時,必須進行強製放頂,放頂方法同初次放頂。

所有人員作業必須在支護完好地點作業,嚴禁進入采空區作業。

   三、防倒架措施

 支架每次移到位後所有立柱必須升緊,支撐有力。

   不準有損壞、失效支柱。出現損壞、失效支柱必須立即更換。支柱銷子、穿鞋必須齊全。

   立柱垂直巷道頂底,支架前梁緊貼超前抬棚梁頭,防止支架前後滑動。

   巷道局部寬度較大有可能造成支架橫向倒架時,必須在支架兩側緊貼支架各打一根長鋼梁,一梁二柱。

   支架防倒的關鍵是托梁立柱的應用。所以支架頂梁每次移到位後,必須及時前移托梁,托梁前移後立即升緊托梁立柱,托梁立柱架設齊全,不得缺柱。

防治水

   應做好探放水工作,工作麵超前回采20m及時脫水,確保兩道水溝暢通,以便於排水。

   嚴格工作麵降塵管理,灌漿管路和乳化液管路管理,不得出現跑、冒、漏、滴現象。

   工作麵上部為原縣煤礦采空區,必須在兩道每隔50m設計鑽孔進行脫水,且詳細觀察脫水情況。回采期間水溝暢通。

   工作麵初采初放前,必須在工作麵退後20m處回風巷內向上分層打鑽孔進行探放水,謹防頂煤放透後采空區積水對生產造成影響。

爆破

工作麵打眼放炮嚴格按規程要求執行。

放炮員必須持證上崗,嚴格執行“一炮三檢製”,“三人連鎖放炮製”,氣體超限時嚴禁裝藥放炮。

放炮安全距離不得小於70m。

放炮員必須避開所有電器設備進行裝配引藥,在打眼裝配引藥、放炮時嚴禁與任何工序平行作業。

放炮時工作麵及巷道支護必須齊全。

放炮前班長指定專人在各路口(回風、機道)設警戒,警戒人員在未接到班長命令時不得脫崗,警戒誰設誰撤。

放炮員必須隨身攜帶好鑰匙,嚴禁將鑰匙轉交他人,其他人不得放炮。放炮前放炮員必須吹哨,最少等5秒鍾方可放炮。

封泥長度嚴格按設計要求。

放炮前隔爆設施必須齊全,工作麵有水害、氣體超限,支護不完好等情況時,嚴禁放炮。

塌孔、透孔內嚴禁裝藥放炮。

“一通三防”與安全監控

   一、防火措施

 必須嚴格按《采煤方法改造設計》要求進行工作麵防滅火工作。

   瓦檢員每天對工作麵上隅角、回風巷及工作麵其它區域及可能發熱地點觀測預報一次,對有發火征兆地點要製定措施,積極進行處理。

   工作麵出現自然發火預兆或一氧化碳氣體時要立即查明氣體來源並彙報有關部門采取措施進行處理,否則,不準生產。

工作麵采空區必須堅噴灑阻化劑,從而避免老塘浮煤自燃。

嚴格執行該工作麵防滅火方案及措施,謹防自燃發火。

   二、防瓦斯措施

瓦檢員要持證上崗,所攜帶的瓦檢儀要完好,靈敏可靠。

   瓦檢員對所檢測地點的氣體濃度、空氣溫度、測定數據要準確,認真填寫瓦斯手冊、牌板。無空班、漏檢,並執行現場交接班製度。

   跟班隊長、班長、放炮員必須配帶完好的瓦斯報警礦燈,隨時進行瓦斯檢查。

嚴格執行“一炮三檢製”、“三人聯鎖放炮製”。

   出現氣體超限、高溫及其它特殊預兆時,應立即撤人,並將現場情況報有關部門處理。待采取措施處理之後,工作麵方可正常生產。

   三、防塵措施

   工作麵進回風巷降塵管路安裝要平直、牢固。每隔100m設三道閥門,且保持管路末端距工作麵25m距離。

   在兩道距工作麵50m處設置淨化水幕,各運煤轉載點安裝噴霧裝置。

每天衝洗巷道煤塵,工作麵放煤前後灑水降塵。

所有工作人員都要佩帶防塵口罩。

  隔爆設施標準化。隔爆水袋安裝數量,水量必須符合《煤礦安全規程》規定。

每旬要測塵。測塵點布置要合理。

  機電設備上的煤塵,要班班清理,尤其是電器設備,經常保證設備清潔,無煤塵積聚。

四、安全監控係統

必須由專業知識人員進行維修、安裝調試工作。

  必須建立各種規章製度,實行崗位責任製,確保安全監測係統正常運行。

  井下分站主機應安設在幹燥醒目的地方,安裝點前後10m範圍內巷道支護必須完好。安裝高度以1.5m為宜,應經常清掃粉塵和用水衝洗,以免損壞分站主機元件。

  井下分站到傳感器信道所用的通信電纜必須懸掛整齊,禁止拆壓、砸撞,確保信道傳輸信號可靠,準確。

  傳感器應按照要求懸掛在井下需要檢測氣體的地方,應垂直懸掛頂板下300mm處,應經常清掃傳感器上的粉塵,禁止砸撞和用水衝洗,以免損壞元件,影響檢測信息的靈敏度和精度。

  傳感器應安設在堅固的支護處,防止冒頂以及其它機械損傷,安設在工作麵的傳感受器放炮時應移到安全防護地點,放炮後再按要求移回規定位置。

其它安裝維護要求均按出廠說明書的關規定執行。

運輸

一、刮板輸送機運輸安全技術措施

運轉前先檢查設備的零部件是否有缺損、鬆動現象,保證設備完好。

  刮板輸送機運轉前檢查機頭、機尾壓柱是否齊全,刮板、螺絲是否完好,若溜子不完好、支架及尾梁卸載或搭在老塘溜子上、上下端頭支護質量差等情況時,應先進行檢修、整改,待存在問題整改完畢後,確認安全可靠時方可開啟,在運轉過程中放煤工要注意觀察周圍情況,發現異常及時通知溜子停止運轉。

  運轉前先發出信號,視刮板輸送機上無人或其他物料時方可開啟。開啟刮板輸送機必須按刮板輸送機操作規程要求操作,不可一次開啟。

嚴禁刮板輸送機上人員行走。

嚴禁用刮板輸送機運送物料。

二、絞車運輸安全技術措施

材料上山小絞車必須由持證人員操作信號靈敏可靠嚴禁無證操作。

  材料上山提升下放時必須慢速行駛並且嚴禁行人,材料上山下部必須有專人設警戒。

車輛提到上山變坡點位置,及時放下阻車器,防止跑車。

小絞車必須“四柱一錨”,壓柱牢固。定期檢查維護,保證運行平穩可靠。

機電

 一、移架安全技術措施:

   移架時必須先清理幹淨架間和巷道內浮煤,碼放整齊工作地方物料及工具,保證移架人員工作地點線路暢通。

   應由兩人協作完成,一人操作,一人觀察支架運行及頂板安全情況,發現工作麵壓力增大應停止移架並撤出工作麵一切工作人員,待壓力過後方可繼續,嚴禁單人進行移架。

移架時,支架附近不準其他人員停留。

   支架移不動或發生咬架時要及時查找原因處理後方可移動,嚴禁強拉硬推。

移架時嚴禁開啟溜子。嚴禁其他工序平行作業。

巷道局部超高地段應用圓木背絞,防止支架超高失穩。

巷道有吊包時,必須先處理吊包再移架。

 二、移綜保安全技術措施:

移綜保前,應先切斷電源,取下電纜。

   移綜保時最好選擇在中午檢修時間移,注意不要把電纜被物件卡住或磨損。

移綜保時由兩人配合進行人工移動。

移到位後,應放在綜保架子上,重新掛好電纜,並送電正常。

   其它設備移動按具體的情況而定,需編寫措施時再製定專門的安全技術措施。

其他

 一、放頂煤措施

放頂煤時,支架移設和超前支護等符合要求,否則不得放頂煤。

   放煤要由專職的放煤工進行操作,嚴格按放煤順序放煤。放煤要均勻,以防壓死溜子,遇大塊煤堵住放煤口時,用大錘砸碎放出,嚴禁放炮。不得隨意加大放煤口,放煤見矸時立即封口,嚴禁矸石冒落。

   放頂煤人員必須在安全穩定的支架下工作,不允許進入老塘。在放頂煤的過程中,時刻注意上部頂煤垮落情況,防止頂煤滾落傷人。

   機尾放頂煤時,必須把機尾掩好,機尾伸入老塘長度不超過4.5m,棚掩高度大於0.7m,放頂煤過程中壓力增大時,應立即停止放煤,並加強支護.

   在放煤過程中發現淋水增大,泥沙湧出,瓦斯增大,溫度增高等特殊情況,必須立即停止放煤,撤出所有人員,及時彙報有關部門及領導,隻有采取措施處理後,方可繼續放煤。

溜子停止運轉時,不得放頂煤,不允許放煤和其它工序平行作業。

   工作麵頂煤堅硬不易垮落時,可采用鬆動爆破進行落煤,嚴禁以任何借口進老塘作業。

   老塘溜子在運轉前,首先由溜子工檢查溜子機頭機尾壓柱、刮板、螺絲是否完好,若溜子不完好,支護質量差等情況時,應先進行檢修、整改,待存在問題整改完畢後,確認安全可靠時方可開啟溜子。在運轉過程中放煤工要注意觀察周圍情況,發現異常及時通知溜子工停止溜子運轉。

 二、防冒頂事故措施

   工作麵運輸運輸順槽和回風順槽支護必須架設齊全,防止冒頂事故發生。

  日常經常觀察巷道頂、幫,對煤質鬆軟、構造破碎帶、巷道壓力較大區域等地段,必須及時增加臨時支護,防止冒頂事故。

   由於急傾斜煤層層理走向和巷道方向一致,煤層層理傾向和巷道頂板壓力方向一致,所以巷道頂板支護比較困難。支護時長鋼梁走向不準和煤層層理方向一致,必須斜交布置。

   已發生冒頂處理時,要首先處理鬆動岩麵及不安全因素。用單體支柱配合長鋼梁支護,頂部迅速背絞嚴實,支護過程中班長要現場組織指揮。

冒頂範圍較大時,根據工作麵實際,另編寫補充處理措施,進行處理。

 三、倒架與壓架處理措施

   扶架前應清理扶架底座上的障礙物。若頂板破碎時,應加強頂板維護,待安全可靠時方可扶架。

   扶架作業區內禁止非工作人員停留,其餘人員應在離作業點10m外,防止發生事故。

   處理壓架時,若需要放炮時,必須對支架油缸、管路、閥片進行保護後方可作業。

   若遇頂板破碎時,采用挑頂、臥底處理壓架時,首先應在支架兩側架設臨時走向棚,防止局部冒頂傷人。

   四、 設備管理措施

支架工、泵站工、溜子工必須由持有合格證的專職人員擔任,嚴禁無證上崗。

嚴格執行每天中班兩小時檢修製度,發現問題及時處理。

所有設備必須勤加油、勤檢修、嚴禁帶病運行。

支架移設嚴格按照支架動作圖進行,出現歪架、咬架,應及時處理。

嚴禁帶載移架,支架移不動時要找原因處理,嚴禁強拉硬推。

泵站壓力必須符合要求,乳化液濃度不低於3~5%,嚴禁使用汙水。

泵站和液壓係統中的各級濾網過濾器和管路要每周清洗一次,乳化液箱每月清洗一次。

溜子在正常運行過程中,溜子要及時挖倒煤,溜子啟動不起時要找原因處理,嚴禁強行起動。所缺刮板應及時補齊。

   五、油脂使用管理

設備的油脂必須按規定使用,不得更換油的品種或混用不同牌號,不同品種的油脂。

乳化液的配比濃度必須按3~5%執行,嚴禁使用汙水。

泵站和液壓係統中的各級濾網過濾器和管路要經常清洗。乳化液箱每月應清洗一次。

油脂要設專人負責管理,注油時,要仔細清洗注油器,防止煤粉,岩粉進入。

   六、工作麵兩巷維修及回收措施

巷道內出現墜包、片幫等現象要時維修,確保回風巷最低高度不小於2m,機道不小於1.8m。

巷道內變形的地方及時錨網維修,掉包處及時補打錨杆。

兩道浮煤雜物必須及時清理幹淨,備用材料碼放整齊,做到通風行人暢通。

兩巷維修必須派專人負責,維修時應由外向裏外依次進行。維修現場有空頂時,必須及時背絞嚴實。

對巷道中使用的單體液壓支柱必須完好,若有自動卸載現象卸載支住,應及時更換。

超前支護支柱隨開幫隨回,逐根回收,嚴禁超前回收。

回收工作必須由三人進行,一人觀察頂板,兩人配合回收,回收出的物料在指定地點碼放整齊。

機道維修回收時必須停開溜子。

   七、其它措施

堅持現場交接班製度,各崗位工種、驗收員必須現場交接班,上班遺留下來的問題必須給下一班交待清楚。

驗收員必須按“三大規程”及“質量標準化”嚴格驗收對不合格的工程應及時返工處理。

嚴格執行“三位一體”製度,每班要有跟班隊長、安監員、礦跟班人員現場指揮監督安全生產

參加回采的全部人員,必須學習本《規程》,要學懂弄通,尤其對回采工藝、安全措施、避災線路要熟悉掌握,學習、考試不及格者必須補考,否則,不得參加回采。

工作麵上架初采、收尾搬遷過空巷,三角煤難以回收掘進底板放煤上山、處理冒頂,改變工藝等特殊情況時,另行製定相應的補充措施。

其它均按《煤礦安全規程》和各工種《操作規程》的有關規定嚴格執行。

避災線路

   1.若工作麵發生水災時,施工人員應按如下路線進行撤離。

   工作麵運輸順槽至回風順槽通風眼B2采區回風巷 B組煤1562回風石門 C組煤1562西翼回風巷礦井總回風風井筒(或主副井聯絡巷主斜井)地麵。

   2.若工作麵發生火災、瓦斯爆炸、煤塵爆炸事故時,施工人員應按如下路線進行撤離。

   工作麵 B2采區運輸巷 B組煤階段運輸石門 C組煤進風上山 C組煤1500東翼運輸巷1500井底車場主斜井地麵





下載地址: 文檔地址1
下載幫助: 發表評論加入收藏夾錯誤報告
相關軟件: 無相關信息
下載說明: ⊙推薦使用網際快車下載本站軟件,使用 WinRAR v3.10 以上版本解壓本站軟件。
⊙如果這個軟件總是不能下載的請點擊報告錯誤,謝謝合作!!
⊙下載本站資源,如果服務器暫不能下載請過一段時間重試!
⊙如果遇到什麼問題,請到本站論壇去谘尋,我們將在那裏提供更多 、更好的資源!
⊙本站提供的一些商業軟件是供學習研究之用,如用於商業用途,請購買正版。

万博全网站

備案號:蘇ICP備12034812號-2

公安備案號:32031102000832

Powered By煤礦安全生產網徐州網狐網絡科技有限公司

使用手機軟件掃描微信二維碼

關注我們可獲取更多熱點資訊

感謝網狐天下友情技術支持

Baidu
map