晋华宫矿采煤工作面作业规程(1).doc

第一章 概况 第一节 工作面位置及井上下关系 表 1 工作面位置及井上下关系表 第二节 煤 层 表 2 煤层情况表 第三节 煤层顶底板 表 3 煤层顶底板情况表 附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 该工作面地质构造较复杂,共发育 6条断层,具体位置见 8502工作 面回采地质说明书 。 表 4 断层情况表 二、其它因素对回采的影响 共发育 3个门帘石,最大宽度 0.5m ;一条小冲刷。 工作面发育两处煤层变薄区, 一处为 2502巷宽 102m , 5502巷宽 28m , 煤层厚度 1.5 2.0m ;另一处为 5502巷宽 30米,煤层厚度 1.75 2.0m 。 附工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图 第五节 水文地质 一、涌水量 正常涌水量 1.86m 3/min,最大涌水量 2.48m 3/min。 二、含水层分析 该工作面水文地质条件简单,无含水层发育。 三、其它水源的分析 上覆 3层为我矿 8509、 8511工作面, 2000、 2001年采空,预计低洼 处有零星积水,故应配置完好的排水设施。 第六节 影响回采的其它因素 一、影响回采的其它地质情况 本盘区属高瓦斯盘区, 煤尘具有爆炸性, 煤的自燃发火期 6 12个月。 二、地质部门提出的问题及建议 11层 305盘区 8502工作面顶板特别破碎, 再加上 2502巷积水曾覆顶, 顶板为灰黑色粉沙岩,泥质胶结,水平层理,节理、裂隙发育,将顶板剪 切成小块状,极易漏顶。 第七节 储量及服务年限 一、储量 工业储量 437805t ,可采储量 415915t ,回采率 95。 二、工作面服务年限 工作面服务年限 88090.630 5.4个月 第二章 采煤方法 第一节 巷道布置 根据设计,该面采用两巷布置, 2502巷为机轨合一巷, 5502巷为轨 道回风巷。顺槽走向长度 940m ,可采走向长 880 m,工作面长 150 m,停 采位置距盘区轨道巷 60 m。 一、 采区设计、采区巷道布置概况 采区走向长度 984 m,倾向长度 570 m。 二、 工作面运输巷、回风巷及开切眼等巷道 一 、巷道形状与断面规格 8502工作面巷道形状均为矩形, 2502巷为运输巷,该巷主要为进风、 运煤,兼作辅助运料和行人,巷道下帮侧安设皮带运输机,上邦侧部分巷 段钉道停放电气开关组并随工作面推进向外移设, 该巷断面为矩形, 宽 4.5 m ,高 2.5 m ; 5502巷为回风巷,该巷主要为回风、运料,兼作行人巷。 轨道沿巷中铺设,该巷断面为矩形,宽 3.5 m,高 2.5 m,边切眼与两巷垂 直布置,巷道断面为矩形,宽 6.5 m,高 2.5 m。 二 、巷道支护材料与支护形式 采用树脂锚杆、锚索支护顶板,锚杆直径 16 mm,长 1700 mm,锚杆 间排距 1 m,锚索长 5 m, 4 m一架。 2502巷, 4排锚杆,一排锚索; 5502巷, 3排锚杆,一排锚索; 边切眼, 6排锚杆,两排锚索,锚索排距 2.5 m; 回风绕道, 3排锚杆。 三 、煤柱尺寸 该面与相邻面间煤柱 20 m。 四 、停采位置 该面停采位置距盘区轨道巷 60 m。 附工作面位置及巷道布置图。 第二节 采煤工艺 一、 采煤工艺 为了对各煤层选择适当的采煤方法,必须详细研究煤层的赋存条件和 地质特征,以及生产矿井实际使用经验,根据该矿井的煤层的赋存条件和 地质特征及该煤层的赋存较为稳定。煤层倾角变化较大,平均 8,煤厚平 均 2.3m ,属中厚煤层,结合以上因素和周围邻近矿井的实际采煤经验,采 用综合机械化倾斜长壁后退式采煤方法。 一 、割煤 工作面落煤与装煤由一台 MG300/700型双滚筒采煤机完成, 采用双向 割煤方式割煤,沿工作往返一次进两刀,采煤机装割剩的浮煤在移溜时装 入溜内,刮板输送机外面的浮煤由人工清理。 为了避免溜头下窜,可采用分组移架的方式,或将工作面变成斜工作 面,使头尾相差 10 20 m。 割煤前做好准备工作,给变频器供水并空载运行 3 5分钟,发现问 题及时处理,严禁带病运转。割煤时要掌握好滚筒升降的位置,将顶底煤 割净,割底时要将底板割平,不得丢底,不得留有台阶伞檐,煤壁要割成 一条直线。 当工作面采到变薄区域时,如果采煤机不能正常通过,就考虑挑顶起 底,使之达到规定高度。 采用端头斜切进刀,当采煤机到尾,左滚筒进入顺槽后,然后降左滚 筒升右滚筒,把采煤机右部的刮板输送机移到煤壁,采煤机沿刮板输送机 方向载割进入煤壁。割过 30 m时,将采煤机左边的刮板输送机推向煤壁, 使刮板输送机成一条直线,然后右滚筒在下,左滚筒在上向溜尾方向割三 角煤。割到尾后,再左滚筒在下,右滚筒在上向溜头方向割煤。采煤机割 到溜头后,进刀方式与溜尾相同。 附端头斜切进刀示意图。 二 、移架 移架方式采用单架依次顺序式,支架沿煤机牵引方向依次前移,移 动步距等于截深。 采用及时支护方式,即在正常情况下,采煤机割煤过后应立即移架, 及时支护新暴露的顶板。移架时为防止运输机回拉,可将邻架推移千斤顶 的操作阀手把分别打到推溜位置。移架时,支架下降不宜过多,顶板破碎 时必须带压移架。为了及时支撑顶板,采煤机割煤过后,应立即移架,若 移架速度跟不上采煤机,或顶板破碎片帮较大时,决不允许空顶作业,必 须停机移架。移过的支架升好后要严密接顶,必须达到所要求的初撑力, 移架完毕后,操作手把必须打回零位,移架后其端面距不大于 340 mm 。 支架应保持直线,并与刮板输送机垂直。 移端头支架注意事项 端头支架采用本架手动操作方法。 移架前或行人经过端头伞檐前, 首先要检查伞檐处有无零皮,活石等不安全隐患,若有时,处理后再移架 通过。移架时端头伞檐处严禁任何人行走或停留,同时支架工更要注意。 防止伞檐处有矸石冒落伤人。移架前,将支架座箱前的浮煤矸清理干净, 移架时将邻架的操作手把打到推溜位置,阻力过大时不能硬移,查明原因 进行处理。 三 、推刮板输送机 采用顺序移溜的方式移溜,采煤机割煤过后,推刮板输送机滞后采煤 机后滚筒 15 m处进行,刮板输送机的弯曲段必须大于 30 m,严禁出现死 弯,每次推移必须推移一个步距,如机道有台阶,矸石等障碍物推不动刮 板输送机,应进行返空刀或人工清理。推刮板输送机应在运转中进行,不 准停机推刮板输送机,但停机后,允许推头尾机。推移后的刮板输送机要 成一条直线。 四 、拉转载机 移转载机前,应检查机头处巷道两帮及顶板情况,还要注意电机接线 嘴和电缆距煤壁或泵站列车的距离,若有擦顶擦帮现象,必须提前处理禁 止硬移。移转载机前必须清理推移装置及转载机周围的浮煤杂物,整理好 电缆、液管,以防挤破。移转载机应在皮带尾两侧支设戗杠,用两根伸缩 油缸在两侧同时拉,拉力要平衡,避免移偏,移动时,转载机两侧禁止行 人停留或作业,防止挤伤人员。移转载机要注意转载机机头与皮带尾的搭 接情况,机在皮带尾的承载机段上,同时注意转载机尾防止拉过。所有的 戗杠要求支稳支平,并且穿铁靴,移转载机时,应先停机后拉。油缸、液 管和密封圈, U 型销要上齐上牢,拆接液管时,人员应避开液管的喷射方 向,以防高压液射出伤人。 用木柱做戗杠时, 其小头直径不小于 18cm ,且 粗细均匀,无腐烂现象。 五 、缩皮带机 当转载机前移与皮带尾逐渐重叠达到缩皮带位置后,则应及时缩皮 带、拆去中间架缩回机尾,将多余的皮带储存在储带装置中,再将皮带拉 紧可试动转皮带。紧皮带时,皮带头尾必须在联系可靠时方可进行。缩皮 带时,应先检查转载机头与皮带尾处的巷道高度清理上下帮及皮带架间的 浮煤杂物,以保证通过所需的空间。检查移机尾装置的完好情况,保证绞 车按钮灵活可靠,戗压杠齐全牢靠。移转载机跑道架时,应慢速移动,阻 力过大时不准硬拉,应查明原因进行处理,移动时绳道油缸上下帮及 绳头锚链固定处不得行人或停留,移后的皮带运输机身保持平直,并 与转载机搭接良好。伸缩时应正确使用皮带张紧绞车,使皮带具有足够的 张紧力。皮带打卡时,要使用方尺,卡子要打齐压牢,皮带伸缩完毕要试 运转,如有跑偏,刷边等不正常现象时要及时处理。皮带巷应备有 30m , 50 m的短节皮带,不允许对皮带随意截割。 二、 工作面正规循环生产能力 WLshγc 式中 L 工作面长度, m ; S 采煤机截深, m ; h 煤层高度, m , γ 煤的容重, t/m3; C 工作面煤炭回采率。 W1500.62.31.350.95 265.5t 三、 工作面主要参数 1、采高根据煤层的赋存情况及设备的性能,煤厚小于 2.3m 时见顶 见底,煤厚大于 2.3m 时见顶留底。 2、工作面长150m 。 3、可采走向880m 。 4、循环进尺0.6m/刀。 日循环数9个。 循环产量Q 1502.30.61.350.95265.5t。 日产量Q 日 265.592389.5t. 月产量Q 月 2389.53071586t. 5、可采期T162天。 附正规循环作业图表 四、机电设备的检修方法 采取以定检班为主,生产班为辅的方法,严格按照综采设备的操作规 程,岗位责任制以及所制定的四检图表进行设备的检修维护。 表 5、工作面设备配备表 附工作面设备布置示意图 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如下表,最大平均支护强度 440KN/ m 2。 表 6 同煤层矿压观测资料或预计本工作面矿压参数参考表。 2、选择合理的支护强度 1采用经验公式计算 q t 9.81h γK 式中 q t 工作面合理支护强度, KN/m2。 h 采高, m 。 γ 顶板岩石容重,取 2.5T/m3。 K 工作面支架上伏岩层厚度, 与采高成正比, 一般取 4 8, 煤 层较薄,顶板条件好,周期来压不明显取低倍数,反之取高 倍数。 q t 9.812.32.58451.3KN/m2 q t 取 452KN/m2 2支架参数 表 7 工作面条件与支架适应条件对照表 3、支架实际支撑能力计算 R t Kg k Z k b k h k a R 0.990.950.90.95154884413KN P4413/6.86643KN/m2 P q t ,支架满足支护要求。 通过对支架参数表的分析,工作面选用 ZY560型支架和 ZZS5600型 支架, ZZS5300型支架作为端头支架使用,从运输巷到轨道巷依次编号为 1 103。根据工作面条件与支架适应条件对照表表七可以看出,选 用 ZY560型支架、 ZZS5600型支架和 ZZS5300型支架,在满足顶板控制 支护强度需要的同时,也能满足底板比压值要求。 二、 选取支护材料 1、 根据工作面顶板岩性, 煤层厚度及现有设备情况, 工作面选用 ZY560型和 ZZS5600型支架支护顶板,端头支护选用 ZZS5300型支架,工作面 上下端头及上下顺槽超前 20m 范围内维护选用单体液压支柱配 4米长工字 钢梁架抬棚进行支护。 2、液压支架主要技术特征 1 、 ZY560型液压支架 初撑力4640KN 工作阻力5488KN 油路系统压力28.5Mpa 顶梁面积4.91.4m 2 最小高度1.65m 最大高度2.65m 支架宽度1.4m 重 量13.6t 2 、 ZZS5600型液压支架 支架高度1400 2800mm 支护宽度1500mm 初撑力4180 KN 工作阻力5600 KN 支架重量17吨 3 、 ZZS5300型液压支架 支架高度1400 2800mm 支护宽度1500mm 初撑力4515 KN 工作阻力5300 KN 支架重量15.80吨 3、支架布置形式 根据设计,本面布置 103架支架,架间中心距 1.5m ,有效支护长度 154.5m ,总长度 159m ,则头、尾端头架距煤壁分别为 2.0m 和 1.5m 。 附最小、最大控顶距图 三、 乳化液泵站 一 液泵造型及数量 选用 WRB200/31.5乳化液泵两台,一台备用。 二 泵站位置 泵站位于轨道巷,距工作面 110米左右,移动设备车最后。 三 泵站使用规定 1开泵前,先检查乳化液配比浓度和液箱液量,乳化液浓度 3 5,并经常用折射仪检查配比浓度,严禁液箱无液空开。 2液箱内要经常保持液面干净,及时清理液面上的杂物浮尘。 3开泵前检查液泵是否反转,先点动两次开关,检查液泵正常转 动且工作面液压系统正常后方可开动液泵。 4开泵过程中,经常查看液箱液量是否符合要求,发现液泵有异 常声响,应立即停泵检查,严禁带病运转。 5 液泵的压力不能超过额定值, 不得低于液压系统额定压力的 80。 第二节 工作面顶板控制 一、 正常时期顶板支护方式 采用及时支护新暴露出顶板的方式支护工作面顶板。 二、 特殊时期顶板管理 周期来压,掌握周期来压预兆,如煤壁片帮增多,支架安全阀卸载, 超前支护压力增大,煤壁处顶板断裂下沉等。发现后立即采取措施,支架 一定要升紧接顶,并达到足够的初撑力,必要时可采取超前擦顶移架,超 前支护增至 30米。 过断层、应力集中区、停采前、顶板破碎时等情况的顶板管理另行编 制专项措施。 1、过断层的技术措施 工作面地质构造较复杂,在 2502巷和 5502巷共发育 6条断层,落差 最大为 1.2米。顶板为粉砂岩,具体过断层的处理措施如下 1 、过断层期间,工作面采高必须达到 2.2m 以上。不够高处采取机 组滚筒截割方式,割不动时打眼放震动炮处理。 2 、过断层期间,要超前擦顶移架,及时维护机道上方空顶破碎区 域。 3 、过断层期间,采取超前擦顶移架的措施,减少机道空顶,维护 破碎区域。 4 、过断层期间,支架必须要升紧,接顶要严实。 5 、过断层期间,出现漏顶,要及时进行刹顶。 6 、过断层时,工作面要保持和断层斜交。 2、过薄区的特殊回采技术措施 当工作面推过到变薄区时,首先考虑能否用采煤机进行割煤通过,采 用措施是减少滚筒的截深和减少采煤机牵引速度,如果仍然不能通过,就 考虑放震动炮然后通过,具体放炮的技术措施由施工单位作详细的论述。 3、过夹石透镜体的技术措施 当工作面推到夹石透镜体区域时,首先考虑能否用采煤机进行切割通 过,根据其硬度采用措施是减少滚筒的截深和减少采煤机牵引速度,如果 仍然不能通过,就考虑放震动炮然后通过,具体放炮的技术措施由施工单 位作详细的论述。 4、过陷落柱的技术措施 当工作面推到陷落柱区域时,首先考虑能否用采煤机进行切割通过, 根据其硬度采用措施是减少滚筒的截深和减少采煤机牵引速度,如果仍然 不能通过,就考虑放震动炮然后通过,具体放炮的技术措施由施工单位作 详细的论述。 三、 工作面强制放顶 根据工作面实际情况放顶采用预打放顶孔到位时拉炮放顶的方法进 行放顶。 1、初次放顶 在工作面上下顺槽巷距切眼 25m ,布置初次放顶孔,初次放顶孔在头 尾顺槽各布置一组扇形孔,分两层布置,在机轨合一巷布置第一组孔,上 层孔为 1.2,下层孔为 1 、 2共计 4孔,字工作面轨道巷布置第二组孔, 上层孔为 1.2,下层孔为 1 、 2 ,其上层孔的孔底距孔顶垂高 8.6m ,下层 孔的孔顶距孔底垂高 10.2m 。当工作面采到至距边切眼 25m 处,所有人员 要密切注意采空区顶板的塌落情况,如果工作面推进到炮孔超出支架后掩 护梁 0.5m 1.0m 时,则停产进行初次放顶。如果中部顶板达不到冒落高 度的规定要求,应在架间站孔放炮,使古塘悬板全部放下,具体施工措施 由放顶队负责。 2、步距放顶 根据设计, 工作面在初次放顶之后, 头尾顺槽每隔 30m 布置第一组放 顶孔,共 2组,其布置形式为扇形,从距开切眼 85m 处开始,根据工作面 顶板实际情况,由放顶队制定专项放顶措施。 3、放顶孔的施工 施工放顶孔使用 QZJ 100B 型潜孔钻机, 按照炮孔参数要求将所有炮 孔打完,当工作面采至放顶孔附近时,所有的工人要密切注意采空区顶板 塌落情况,并向队、矿汇报联系放顶队进行放顶。 表 8 炮孔参数表 4、装药 装药前将孔内岩粉冲洗干净,按照炮孔装药参数进行装药,每次装药 不得超过 4Kg ,炸药必须装紧装实,导爆索、雷管、炸药之间的连接必须 可靠,炮孔剩余部分用黄土充填好,雷管、导爆索不得露出孔外,封雷管 物不小于 1米。 5、放顶安全措施 炮孔的施工及放炮工作均由放顶队负责实施。 1从炮孔施工到拉炮放顶,工作面通风必须良好,瓦斯含量不得 超过 1。 2开工前及工作中应经常检查工作面顶板、煤壁,发现不安全隐 患,必须先处理后工作,严禁在空顶下作业。 3钻机拆接电应由专职电工进行,所有电器应完好,钻机的防护 罩应安装齐全。 4开钻前,要检查钻机稳装是否牢固,工作中应经常检查设备的 运转情况,发现异常立即停钻处理。 5拉炮时,炮线所有接头必须用包布包好,拉炮使用 MFB 100型发爆器。 6拉炮时,爆破处 300m 内为无人区,放顶队应做好警戒工作, 在所有能通往爆破处的巷口设岗拦人,放顶人员应撤到 300m 外拐过弯的 安全地点放炮。 7拉炮时,要切断工作面电源,检查工作面的瓦斯含量,严格执 行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制” 。 8要求综采队将工作面头尾超前支护按规定支好,支架给足初撑 力。 9当炮孔进入古溏,离开支架尾 1 1.5m 时,工作面必须停止生 产,由安监、通风、放顶人员检查好安全后,方可联炮,并与有关单位取 得联系,在规定的时间内放炮。 10放炮人员要等炮烟吹散,确认安全,通风一切正常后,再了解 古溏顶板塌落情况,并向队值班人员汇报。 11放顶队进行装药、拉炮工作时,必须有跟班干部现场指挥。 第三节 头尾巷及其端头的顶板控制 一、 头尾巷及其端头的顶板控制 1、超前支护采用 DW 25型单体液压支柱配 4米长工字钢架抬棚支 护,支护形式为距工作面 20m 范围,棚距 1.0m ,顶板压力大时,超前支 护范围可增加至 30m 。 2、端头支护采用同型号的单体液压支柱支护,具体支护方式由端头 支架与煤壁之间的距离H 而定见下图 当 H 0.8米,端头不进行任何支护,顶板破碎时,可支设两根木柱。 当 0.8≤ H 1.5米, 在中心线处平行支设 1排单体液压支柱, 并支设 2根关门柱,共支 6根。 当 1.5≤ H 2.5米, 平行支设 2排单体支柱, 并设 2根关门柱, 共支 9根。 当 H ≥ 2.5米,平行支设 2排单体支柱,并设 4根关门柱,共 13根。 二、 工作面安全出口的管理 一 两巷安全出口的高度不低于 1.8m ,人行道宽度不小于 0.7m , 每班派专人对安全出口进行清理。 二 支、回柱质量标准 1、支柱纵横成线,偏差小于100mm 。 2、支柱支在实底上,单体柱初撑力不小于 90KN 。 3、所有单体柱三用阀方向一致,阀端指向巷道。 4、所有单体柱设置防倒防坠装置,并编号管理。 5、不准使用自降的单体柱。 三、 支护材料的数量和存放 1、两巷超前支柱均为 27根,共 54根;头尾端头均为 4根,共 8根。 2、备用单体柱 30根左右,存放在距工作面 30m 外的地点,并码放整 齐。 第四节 矿压观测 一、 矿压观察内容 1、支架支护阻力监测通过此项观察,了解工作面顶板运动规律及 顶板对支架产生的压力特征,由此确定顶板初次来压和周期来压强度,工 作面的矿压显现规律。 为了掌握工作面的矿压显现规律,由技术科矿压组在工作面布置三个 区域五条观察线,其中工作面头部一条,中部三条,尾部一条,每天将观 测的数据经处理后填矿压报表,报送有关单位及生产队组,以便本队及时 掌握工作面情况,采取相应的预防措施。 。 2、工作面支护质量监测工作面支架每架配备压力表,对支架初撑 力,工作阻力进行监测,确保工作面支护质量,保证安全生产。 二、数据处理 1、工作面压力监测数据由微机进行处理,并打印报表。 2、观测工作面三次周期来压后,编写观测报告。 三、组织措施 1、制定岗位责任制,分班定岗定责,严格按设计要求进行观测。 2、及时对观测数据进行整理,并及时指导现场施工。 3、矿压观测人员要认真学习观测方案,掌握观测要领和方法。 第四章 生产系统 第一节 生产系统 一、运煤路线 8502工作面→ 2502巷→ 11层盘区皮带巷→ 810皮带尾溜煤眼→ 810皮 带→ 810皮带头溜煤眼→ 7层强力皮带→主井煤仓→主井→地面。 二、 运料路线 地面→副立井→ 870北大巷→ 11层盘区轨道巷→ 2502巷5502巷 附工作面运输系统图 第二节 一通三防管理与安全监控 一、通风系统 一 风量计算 根据煤矿安全规程中的要求,及同煤集团一通三防管理规定,制定 配风量。 1、按气温、风速等劳动气象条件计算 Q 200Kt Kh Kc Km 2001.31.21.31.2 486.7m3/min 式中 Q 采 工作面所需风量 200 基本风量 Kt 温度系数,取 1.3 Kh 采高系数,取 1.2 Kc 采面长度系数,取 1.3 Km 采煤方法系数,取 1.2 2、按 CH 4、 CO 2涌出量计算 Q100q CH4CO2 K 1002.22.5 550 m3/min 式中 q CH4CO2 工作面瓦斯二氧化碳绝对涌出量 K 工作面瓦斯二氧化碳涌出不均匀备用风量系数,取 2.5 3、按人数进行计算 Q4N450200m3/min 式中 4 每人按标准供风量 N 工作面同时工作的最多人数 4、按风速进行验算 工作面最小风速 V 小 Q/S大 550/8.7662.78m/min1.05m/s 工作面最大风速 V 大 Q/S小 550/3.99137.84m/min2.30m/s 式中 S 大 2.50.350.82.65– 0.25 8.76m2 S 小 2.50.351.65– 0.25 3.99m2 按规定 0.25≤ V ≤ 4,故工作面风速满足要求。 综上所述,确定工作面供风量为 550m 3/min,在采煤过程中,如果发 现风量不能满足要求, 回风巷中瓦斯含量超过 0.5, 通风区可根据实际情 况加大风量通风区根据实际情况,现将风量加大至 800m 3/min 。 二 通风路线 新鲜风地面→副立井→ 870北大巷→ 11层盘区皮带巷及轨道巷→ 2502巷→工作面 污浊风工作面→ 5502巷→ 11层回风巷→榆涧风井→地面 二、防治瓦斯 严格执行矿井瓦斯管理的各项制度和规定,通风区每班派瓦检员对 8502工作面的瓦斯进行检查, 8502工作面瓦斯检查的地点和次数如下 工作面瓦斯检查的具体要求 1、 8502工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过 1.0或二氧化碳浓度超过 1.5时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。 2、 8502工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到 1.0时,必须停 止用电钻打眼;爆破地点附近风流中瓦斯浓度达到 1.0时,严禁爆破。 3、 8502工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附 近 20米 风流中的瓦斯浓度达到 1.5时,必须停止工作,切断电源,撤出 人员,进行处理。 4、 8502工作面及其他巷道内,体积大于 0.5m3的空间内积聚的瓦斯 浓度达到 2.0时,附近 20米内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进 行处理。 5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备,必须在瓦斯浓度 降到 1.0以下时,方可通电开动。 6、 8502工作面的瓦斯浓度检查次数每班至少 3次;测点分别布置在 工作面的头、中、尾三处进行检查。 7、瓦斯员每班要对工作面的抽排风机以及风筒的吊挂情况进行检查, 抽出式风机的安装位置在回风顺槽巷距工作面安全出口不得小于 150米, 风机出风侧应有缓慢释放风筒在风筒上开若干小孔 ,其长度不小于 20米。 8、瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度,而且 设置专人专面跟班并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯 检查班报手册和检查地点的记录牌上,并通知现场工作人员。瓦斯浓度超 过本规程有关条文的规定时,瓦斯检查工有权责令现场人员停止工作,并 撤到安全地点。 三、综合防尘系统 一洒水管路 副立井→ 870北大巷→ 11层盘区皮带巷→ 8502工作面 附供排水系统图 二煤层注水技术措施 1、煤层注水 根据工作面产量高、风量大,按煤矿安全规程第 154条的规定, 对该工作面进行超前煤体注水,使煤体得到预先湿润,降低煤体产生煤尘 的能力。 通过对该工作面煤层的透水性、孔隙率、煤尘爆炸指数因素的分析, 又鉴于钻孔注水方式,具有湿润范围大,湿润均匀,对生产干扰较小的优 点,而该工作面煤层倾角也比较稳定等情况,决定考虑该工作面采用长钻 孔单向注水方式进行煤体注水,在尾巷平行于工作面方向打长钻孔,要求 钻孔深度为三分之二工作面长度, 即 104m , 合理的钻孔间距等于钻孔的 1湿润直径,该工作面钻孔间距设计为 50m ,钻孔应与煤层倾角尽量保持一 致,开口位置位于采高上部,距顶板 50cm 处,钻孔直径 50mm ,封孔段 钻孔直径扩大到 90mm ,封孔段长度 3m 。 在封孔段的钻孔中,设置 1根前端带堵头的钢管或高压胶管作为注水 管,将配制好的 13水泥砂浆边送入钻孔边夯实,灌入水泥砂浆的长度不 低于 3m 。 利用井下管网水,借助静压水力通过注水管将水注入煤体,注水压力 为 1.3Mpa ,注水流量为 10L/min。 因采用边采边注的方式,为了满足采煤工作面推进速度的要求,在注 水时间上一定要超前,确定超前时间的原则是完成注水以后,应在最短的 时间内回采,如果间隔太久,回采时应向钻孔内补注一些水。 工作面的煤层注水,具体由防尘区负责,注水后煤体增加的水份应在 1以上,当工作面采至距注水孔 10m 时,应停止注水。 第三节 排水 一、 设备选型 使用 18.5KW 水泵和 1.2KW 潜水泵。 二、 排水路线 工作面及两巷积水→ 11层盘区皮带巷→ 870北大巷水沟→副立井井底 水仓→地面 第四节 供电 6KV 高压来自 11层 305盘区变电所,由盘区变电所到移变,然后再 到各个开关并连接工作面各种设备,然后由各控制按钮分别实现工作。 附高低压供电系统示意图 第五节 通讯照明 一、通讯系统 在皮带头处接一个照明综保, 然后把各个信号设备布置好, 在皮带头、 皮带尾安装两部防爆电话与地面井下相互联系,皮带头与转载机之间、各 绞车之间用防爆钟铃及打点器联系,必须按规定的开停信号进行操作。 二、照明系统 按设计,皮带巷每隔 50m 安装一盏照明灯,各转载点设置照明灯。 附通讯系统示意图、照明系统示意图 第五章 劳动组织和主要技术经济指标 第一节 作业形式与劳动组织 1、 作业方式 8502工作面采用“四六”制作业制度,每班作业 6h ,一个圆班由 3个生产班和一个检修班组成, 每天检修时间为 6h , 各班按照正规循环作业 图表进行组织生产。 2、劳动组织 表 9劳动组织表 按工休替休,应配备 997/6116人。 第二节 主要技术经济指标 表 10主要技术经济指标表 第六章 煤质管理 一、煤质指标 煤质情况本区煤质工业牌号为弱粘结煤,是一种优质动力用煤,其 指标如下 灰份A11.47 挥发份V30.02 硫份S0.96 发热量Q6900大卡 /Kg 二、提高煤质措施 1、严禁随意割顶、底板,过夹矸地段时安排专人清理矸石。 2、遇到断层、冲刷带、漏顶时应单独处理。 3、采煤机和各转载点的喷雾要做到开机时开水、停机时应停水,洒 水必须呈雾状。 4、各转载点应设置垃圾桶,回收或清巷时杂物要进垃圾桶。 5、设置专人拣大块矸石,大块矸石不允许上皮带进入运输系统。 6、设置专人回收锚栓板,锚栓板不允许上皮带进入运输系统。 7、不准在皮带上走水,应设置排水系统。 8、各检修工种把用完的废物放进垃圾筒,不准随意丢弃。 9、工作面过断层、冲刷带等地质构造时,要另编补充措施,由矿批 准实施。 10、加强火工品管理,严格执行火工品发放、领退制度,严禁寄存和 乱扔乱放。 第七章 安全措施 第一节 一般规定 安全质量标准化的要求 一、工作面安全制度 所有上岗人员必须严格执行煤矿安全规程 、 煤矿安全技术操作规 程和 8502工作面作业规程 。严禁违章指挥、违章作业、违反劳动纪 律。 二、工程质量 1、工作面要达到“三直、两平、一畅通” 。 2、液压支架的初撑力不得低于规定值 80。 3、支架要排成一条直线,其偏差不超过50mm ,中心距按规程要求 偏差不得超过100mm 。 4、支架顶梁与顶板平行支设,其最大倾角小于 7。 5、相邻支架间不能有明显错差,支架不挤、不咬、架间空隙不超过 规定200mm 。 6、工作面顶板不出现台阶下沉,支架顶梁接顶严密,无浮石。 7、机道梁端至煤壁顶板冒落高度不大于 300mm 。 8、 采空区冒落高度普遍不小于 1.5倍采高, 局部悬顶和冒落高度不充 分大于 510m2时,进行强制放顶。 9、煤壁平直,与顶底板垂直,雨檐长度超过 1米时,其最大突出部 分不超过 200mm 伞檐长度 1米以下时,其最大突出部分不超过 250mm 。 10、支架端面距控制在 340mm 以下。 11、巷道行人侧宽度不得小于 0.7 m。 12、不留顶煤,采高符合规程要求,不得超过100mm 。 13、架内、架间无浮煤、浮矸、杂物等堆积。活柱缸体和各类电气设 备上无浮尘。 三、机电设备质量 1、乳化液泵站和液压系统完好,不漏液,泵站压力达到 30Mpa ,乳 化液浓度达到 3-5。 2、所有电气设备都要达到完好标准,并挂好责任牌,杜绝失爆。 3、所有电缆、管线吊挂或盘放符合规定,开关上架,做到风、电、 水、气、油五不漏。 4、采煤机的各部螺丝、销子、丝堵及盖顶等齐全牢固,各操作手把、 按钮灵活可靠、滚筒无严后果变形、磨损齿座缺不超过 5。 5、工作面运输机头与转载机塔接合理,不拉回头煤。 6、工作面运输机及转载机链子松紧合适,刮板齐全,螺丝紧固。 7、顺槽胶带输送机撑架,拖滚齐全完好,胶带不跑偏。 8、液压支架零部件齐全完好,活柱和缸体动作可靠,无串漏液现象。 9、 巷道各部绞车零部件齐全完好,闸皮磨损不超过 1/3,钢丝绳断 丝不得超过煤矿安全规程第 405条规定。所有固定绞车的地锚必须可 靠,移动绞车戗杠必须支设齐全,稳车后其突出部分与轨道之间距离不得 小于 0.7 m。 10、各种电气设备要符合“三无、四有、两齐、三全、两坚持”的要 求,性能完好,不失爆,运转正常。 四、两巷文明生产 1、头尾两巷各设置三个垃圾筒,第一个距工作面 20米,第二个放在 巷道中部,第三个巷口以里 20米。 2、巷道无积水长 5米,深 0.2米 ,无浮碴,无杂物,材料设备码 放整齐,并有标志牌。 3、头尾两巷的横硐必须有支护。 4、头尾两巷的灯箱布置整齐有序;皮带灯箱每隔 200米布置一个; 头部皮带头、二部皮带头、转载机头、溜头处分别布置一根防爆灯管。 5、头尾两巷的牌板布置整齐有序;里程牌在巷道顶板中央每隔 20米 吊挂一个小的,每隔 100米吊挂一个大的;头尾两巷每个横硐各布置一个 绞车工作原理牌板;头巷口布置一个留言牌板、一个安全黑脸牌板、一个 灯箱和其他牌板。二部皮带头布置各种开关电器原理牌板。头部皮带头、 二部皮带头分别布置十块和六块漫画牌板;列车处每台开关分别布置一个 开关型号牌板。 第二节 顶板 一、初次来压及周期来压预防措施 1、搞好初次放顶和步距放顶工作,顶板冒落高度必须达到工作面放 顶设计要求,否则要停产重新放顶。 2、严禁超空顶作业,各跟班人员要详细检查古溏的悬顶情况,如古 溏悬板超过规定,要立即汇报,由放顶队处理。 3、 搞好超前支护, 严禁缺梁少柱。 所有木柱要做到 “一柱一帽三楔” , 打紧打牢支在实底上。 4、人员通过头尾出口时,先检查有无片帮、零皮等不安全隐患,如 有先处理再通过。 5、加强支架管理,泵站压力、支架初撑力都能达到规定要求,支架 顶梁,前探梁上无浮煤浮矸,接顶良好。 6、当顶板大面积响动,支架安全阀严重卸载时,要立即撤出人员, 来不及撤人时,人员要躲在支架内,双手抓住支架某一固定部位,以防暴 风伤人,在巷内的人员要立即进入躲硐内,严禁沿巷乱跑。 7、割煤后,要追机移架,如移架速度赶不上割煤速度,要停机移架, 及时维护新暴露出来的顶板。 8、在已发生片帮的地段,要停止割煤,超前移架加强端面维护,防 止因片帮增加空顶面积增大而发生冒顶事故。 9、在已发生冒顶处刹顶时,首先处理松动岩石及其它不安全因素, 然后再进行刹顶工作,刹顶过程中,跟班队长要在现场组织指挥。 10、搞好顶板来压预测预报,在支架内安装矿压表进行矿压观测,在 周期来压前,观察人员要及时填写矿压通知单,以便队组提前采取措施。 11、当支架间距变大时,要及时用带帽点柱进行刹顶,确保行人安全 和架间管路安全,刹顶前,人员站在安全地点用长柄工具将架间零皮处理 干净,刹顶时,严禁割煤动架。 二、支回柱安全措施 1、当顶板破碎,回单体柱时要提前支替柱。 2、柱子不准支在浮煤浮矸上,木支柱要一柱一帽三楔,顶板不好时 可以不回柱。 3、支回柱时要注意附近人员的安全,非工作人员要远离回柱、支柱 地点。 4、头尾超前支护、端头支护、关门柱不能提前回撤。 第三节 防治水 上覆 3层为我矿综采采空区,预计低洼处有积水,应配置完好的排水 设施。在开采过程应随时观察工作面及头尾的顶板情况,发现顶板透水量 增大,应立即采取措施,组织人员进行排水,以防发生突水事故。供水、 供液、排水管路发生堵塞、出现故障以及因故停水时,必须停止生产,报 告矿调度室及队值班,以便协调排除故障。 第四节 爆 破 1、所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆破材料 性能和本规程的规定。 2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任,在煤岩与瓦斯二氧 化碳突出煤层中,专职爆破工必须固定在同一工作面工作。 3、爆破作业必须执行“一炮三检制” ,三人连锁放炮制。 4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料,不能使用的爆炸材料必须 交回爆炸材料库。 5、爆炸材料新产品,经国家授权的检验机构检验合格,并取得煤矿 矿用产品安全标志后,方可在井下试用。 6、爆破前,班组长必须亲自