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1、观沙煤业公司观文煤矿 22401采煤工作面作业规程 目 录第一章 概 况- 1 -第一节 编制制依据- 1 -第二节 工作作面位置置及井上上下关系系- 11 -第三节 工作作面参数数及煤层层情况- 2 -第四节 煤层顶顶底板- 2 -第五节 地质质构造- 3 -第六节 水文文地质- 4 -第七节 瓦斯斯情况- 5 -第八节 影响响回采的的其它因因素- 5 -第九节 储量量及服务务年限- 6 -第二章 采煤煤方法- 6 -第一节 巷道道布置- 6 -第二节 采煤煤方法及及采煤工工艺- 7 -第三节 设备备配置- 8 -第三章 顶板板控制- 9 -第一节 支护护设计- 9 -第二节 工作作面顶板板
2、控制- 100 -第三节 端头头支护及及顺槽管管理- 11 -第四节 工作作面顺槽槽的管理理- 111 -第五节 超前前缺口施施工- 12 -第六节 矿压压观测- 144 -第四章 生产产系统- 144 -第一节 运输输系统- 144 -第二节 “一通三三防”与安全全监控- 155 -第三节 供供液和喷喷雾- 22 -第四节 排 水- 233 -第五节 供 电- 233 -第六节 照明明、通讯讯- 332 -第五章 劳动动组织及主主要技术术经济指指标- 33 -第一节 劳动动组织- 333 -第二节 循环作作业- 34 -第三节 主要要技术经经济指标标- 334 -第六章 煤质质管理- 35
3、-第七章 安全全措施- 366 -第一节 一般般规定- 366 -第二节 顶板管管理- 36 -第三节 机电电、设备备及运输输管理- 377 -第四节 防治治水- 43 -第五节 “一通三三防” 技术术安全措措施- 43 -第六节 其它它规定- 522 -第八章 灾害害应急措措施及避避灾路线线- 553 - 79 -第一章 概 况第一节 编制制依据 一、中中华人民民共和国国矿山安安全生产产法 二、煤煤矿安全全规程(20111年版版) 三、煤煤矿工人人安全技技术操作作规程 四、22401工作面回采地质说明书 五、22401工作面供电设计说明书 六、22401工作面设计说明书 七、观观文煤矿矿20
4、114年基基本建设设作业计计划 八、观观文煤矿矿各工种种岗位责责任制、安安全制度度 九、四四川省煤煤矿安全全质量标标准化基基本要求求及考核核评级办办法(试试行) 十、观文煤矿煤质管理办法第二节 工作作面位置置及井上上下关系系开采范围围及工作作面与地地面相对对位置的的关系见见表1-1所示示。表1-11 工工作面位位置及井井上下关关系 水平名称称一水平采区名称称二采区地表标高高+11775m+13358mm井下标高高+11220m+11150mm机巷:+9966m+10115m地面位置置工作面位位于1009#1100#勘探探线之间间,对应应地表处处于路坎坎上湾湾园子梁子上上一带,工作面面对应地地表
5、为高高山坡地地及陡崖崖,对应应地表有有大量田田地、林林木,西西北方区区域有少少量民房房。其西西北有一一泉点(WW61)距距离工作作面切眼眼1500m,其其他无大大型水体体及其他他建筑设设施。工工作面西西北方接接近煤层层露头带带,可能能存在老老窑采空空区。回采对地地面设施施的影响响预计回采采对地面面设施无无影响。井下位置置及四邻邻采掘情情况224001工作作面开采采C244煤层(位位于煤系系地层下下部),是是一水平平二采区区第二区区段西翼翼工作面面;工作作面北面面为上覆覆煤层1119001工作作面(未未布置);南面为为下区段段124403工工作面(正正在布置置),东东面为二二采区主主体上山山。上
6、覆覆无其他他采掘工工作面布布置,下下伏地层层茅口组组(P11m)已已布置CC25煤层层3#底底板抽放放巷(西西翼)。走向长度度(m)345倾斜长度度(m)120斜面积(m2)414000附图1-2-11:2224011工作面面平面布布置图第三节 工作作面参数数及煤层层情况224001工作作面走向向长为3345mm,倾斜斜长为1120mm,工作作面煤层层倾角224300,平均均27。面积积(斜面面积)为为414400mm2。煤层最最大厚度度2.22m,最小小厚度11.5mm,平均厚厚度2.0m。C24煤层层位于煤煤系地层层下部,半暗型型无烟煤煤,条带带状结构构,块状状、层状状构造,内内生裂隙隙较
7、发育育,高灰灰、中硫硫,质地地坚硬,为观文井田的可采煤层。煤层容重1.59t/m3。工作面的工业储量为:414002.01.59=131652t。该工作面煤层为薄煤层,工作面回采率为95%,该工作面可采储量为:414001.590.952.0=125069t。表1-22 煤种、煤煤质煤 质质(Madd)(Ad)(Vd)(Fcdd)(St.d)Qgr.vdMJ/kkg工业牌号号0.98831.7738.33360.2211.10023.559WY033第四节 煤层顶顶底板 根据地地质说明明书结合合现场揭揭露得知知,该工工作面顶顶板属类顶板板(MTT5544-19996),具体顶底板情况详见表1-
8、3 煤层顶底板情况。表1-33 煤煤层顶底底板情况况顶板底板板顶底板名称岩石名称称厚度(m)岩石特性性硬度系数数老 顶顶细砂岩2.53.222灰色,细细粒结构构,中厚厚层状,底底部有黑黑色条纹纹,含少少量黄铁铁矿结核核。裂隙隙发育,水水稳定性性较差。为为S2砂体。46直接顶细粒砂岩岩泥质粉砂砂岩1.02.66灰色泥质质砂岩,层层理明显显,性脆脆,裂隙隙发育,含含砂质泥泥岩,易易垮冒46伪 顶顶粘土岩炭质泥岩岩0.50.554灰色、灰灰黑色,泥泥质结构构,发育育少量裂裂隙,岩岩层破碎碎易,冒冒落水稳稳定性差差,遇水水易膨胀胀24伪 底粘土岩1.00.558灰色,含含泥岩,层层理明显显,裂隙隙发育
9、,水水稳定性性差,遇遇水易膨膨胀24直接底砂质泥岩岩泥质粉砂砂岩2.53.006灰色泥质质砂岩,中中厚层状状,局部部夹少量量泥质及及炭质条条带,层层理明显显,裂隙隙发育,为为S1砂体。46 附图11-4-2:2224001工作作面地层层综合柱柱状图第五节 地质质构造一、根据据二采区区+11145mm轨道石石门、CC25煤层层3#底底抽巷西西翼、+10113m运运输石门门、2224011工作面面布置过过程中揭揭煤(岩岩)层情情况,该该工作面面煤(岩岩)层产产状:11701880,24300,在断断层、陷陷落柱等等构造带带产状变变化较大大。 二二、在采采区中部部及工作作面东翼翼揭露FF1断层带带以
10、及伴伴生陷落落柱、FF3正断层层, 在在工作面面布置过过程中运运输顺槽槽、切眼眼及回风风顺槽区区域共揭揭露断层层6条,造造成煤层层薄化、煤煤层断失失、产状状异常、裂裂隙发育育等,对对工作面面布置及及回采有有一定影影响。 三、根根据2224011工作面面回风顺顺槽、运运输顺槽槽揭露煤煤层情况况,预计计224401工工作面回回采区域域地质构构造情况况中等,小小断层较较发育,煤煤岩层变变化大。 四、除除上述揭揭露断层层外,工工作面内内部可能能存在未未揭露的的隐伏断断层。在在断层影影响区域域,以及及邻近断断层构造造边缘时时,煤层层产状、结结构、厚厚度可能能发生异异常。本本工作面面裂隙较较发育。表1-4
11、4 地地质构造造构造列表构造名称称性质倾向()倾角()落差对回采的的影响程程度F3正断层2956588510m工作面东东翼边界界揭露,断断层贯穿穿整个工工作面,煤煤层断失失,顶板板破碎裂裂隙发育育,伴有有淋水现现象,对对工作面面的布置置及煤炭炭回收有有较大影影响F24001正断层273651.2mm工作面运运输顺槽槽西翼揭揭露,对对工作面面的布置置及煤炭炭回采有有一定影影响。F24002逆断层110651.5mm工作面运运输顺槽槽西翼揭揭露,对对工作面面的布置置和回采采有一定定影响。F24003正断层270702.5mm工作面运运输顺槽槽西翼揭揭露,落落差较大大,对工工作面的的布置及及煤炭回回
12、采有较较大影响响。F24004正断层120352.5mm工作面运运输顺槽槽中部揭揭露,落落差较大大,对工工作面的的布置及及煤炭回回采有较较大影响响。F24005正断层220720.5mm工作面切切眼中部部揭露,落落差较小小,对工工作面回回采影响响较小。F24006正断层260751.6mm工作面回回风顺槽槽西翼揭揭露,对对工作面面的布置置和回采采有一定定影响。第六节 水文文地质一、主要要水源及及含水层层:C24煤煤层位于于二叠系系龙潭组组下部(P2l2),顶底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩及煤层,据地层岩性和泉水流量分析,其富水性较弱。上覆二叠叠系长兴兴组(PP2c),富水水性
13、不均均匀,富富水性弱弱,为岩岩溶-裂隙弱弱含水层层。下伏二叠叠系茅口口组(PP1m),浅浅部岩溶溶裂隙及及管道岩岩溶较发发育,为富水性性弱中中等的岩溶-裂隙含含水层。CC24煤层层距离茅茅口组灰灰岩平均均距离99.0mm。二、井下下水分析析224001工作作面西北北区域为为煤层风风氧化带带,第四四系松散散层覆盖盖,埋深深较浅。CC24顶板板岩层水水稳定性性差易冒冒落,泥泥岩、砂砂质泥岩岩中局部部含水,在在裂隙带带、构造造破碎带带、采空空区冒落落等可能能导通上上部含水水、地表表水等,导导致工作作面回采采过程中中涌水量量增大。三、涌水水量预计工作作面正常常涌水量量4110m33/h,在在多雨季季节
14、工作作面涌水水量将增增大。工工作面主主要充水水水源为为裂隙水水、煤系系地层裂裂隙构造造水,地地表水以以及多雨雨季节大大气降水水,回采采过程中中水文地地质条件件较复杂杂,水患患威胁一一般。回回采至断断层构造造、裂隙隙发育、顶顶板破碎碎等区域域或淋水水增加时时,要求求加强探探放水工工作、加加强顶板板及煤壁壁支护,防防止顶板板及煤壁壁垮冒,防防止水患患事故的的发生。配备排水水设备、设设施,保保持排水水系统畅畅通。在在巷道低低洼地段段,设计计施工放放水孔,加加强积水水排放工工作,确确保巷道道无积水水。第七节 瓦斯斯情况C24煤煤层的最最大原始始瓦斯含含量为110.0067mm3/t,工作面面通过钻钻孔
15、预抽抽后,总总预抽率率达311.388%330%,计计算残余余瓦斯含含量为66.9mm3/t8m33/t。预预计2224011工作面面煤层相相对瓦斯斯量为66.9mm3/t。第八节 影响响回采的的其它因因素一、煤尘尘爆炸指指数C24煤煤层有一一般突出出危险性性,无煤煤尘爆炸炸危险性性。二、煤层层自燃发发火性C24煤煤层自燃燃发火倾倾向性为为 类,属属不易自自燃发火火煤层。三、地温温影响分分析地温正常常,无高高温区。四、地质质部门建建议 (一一)C224煤层层顶板岩岩层砂岩岩、砂质质泥岩互互存,水水稳定性性差,裂裂隙较发发育,在在构造及及淋水区区域可能能发生顶顶板破碎碎冒落,回回采过程程中应加加
16、强构造造带、裂裂隙破碎碎带顶板板及煤壁壁支护工工作。 (二二)煤层层倾角较较大,回回采过程程中注意意大块煤煤、矸石石滚落伤伤人,加加强回采采支架防防倒防滑滑动管理理。 (三三)工作作面距离离煤层风风氧化带带较近,煤煤层埋深深较浅,多多雨季节节回采过过程中工工作面涌涌水量可可能较大大。回采采过程中中确保排排水系统统通畅,做做好防水水排水工工作。 (四四)C224煤层层瓦斯含含量较高高,且有有一般突突出危险险性,加加强回采采期间通通风瓦斯斯管理工工作,特特别加强强构造带带、裂隙隙发育带带的通风风瓦斯管管理。 (五五)回采采过程中中加强地地表对应应区域民民房调查查及开采采沉陷治治理工作作。 (六六)
17、工作作面储量量为估算算值,未未扣回采采损失及及断层构构造损失失。 第九节 储量量及服务务年限一、工作作面储量量:工作作面工业业储量为为13116522万t,可可采储量量为12250669万tt。二、服务务年限:根据我我矿现有有的开采采设备,月月平均计计划产量量为2.5万tt;预计计224401工工作面的的服务时时间为55.5个个月。第二章 采煤煤方法第一节 巷道道布置 一、巷巷道布置置方式:224401工工作面运运输顺槽槽、材料料顺槽、回回风顺槽槽、切眼眼均沿CC24煤层层顶板按按中线控控制施工工,其中中运输顺顺槽、材材料顺槽槽、回风风顺槽沿沿煤层走走向布置置,切眼眼沿煤层层倾斜布布置。 二、
18、巷巷道用途途:运输输顺槽主主要用于于工作面面开采期期间煤炭炭运输、行人及通风、瓦瓦斯治理理等;材材料顺槽槽用于工工作面安安装期间间设备运运输及回回采期间间材料运运输;回回风顺槽槽用于回回风;切切眼用于于安设刮刮板输送送机、割割煤机、支支架及通通风。 三、巷巷道支护护方式:切眼采采用单体体液压支支柱配111#工工字钢、运运输顺槽槽、材料料顺槽、回回风顺槽槽均采用用锚网喷喷+锚索组合合梁支护护。附图2-1-33:2224011运输顺顺槽支护护断面图图(1:50)附图2-1-44:2224011材料顺顺槽、回回风顺槽槽支护断断面图(11:500)第二节 采煤煤方法及及采煤工工艺一、采煤煤方法及及采煤
19、工工艺根据回采采地质说说明书中中采煤工工作面煤煤层赋存存条件和和顶、底底板岩性性等条件件,结合合相邻矿矿区开采采经验,该该工作面面采用走走向长壁壁后退式式采煤方方法,综综合机械械化单向向割煤中中部进刀刀的倒“”型割煤煤的采煤煤工艺进行行回采。二、采高高确定根据工作作面煤层层赋存情情况和我我矿现有有设备状状况,确确定该采采面采高高为1.62.00m一次采采煤层全全高。三、 工艺流程程割煤机中中部下行行斜切进进刀落煤煤、装煤煤至下端端头上段推推溜刮板输输送机运运煤给机拉拉架割煤机机上行装装煤下段推推溜割煤机机上行割割煤至端端头刮板输输送机运运煤给机拉拉架给煤机机下行装装煤割煤机机下行斜斜切进刀刀落
20、煤、装装煤至下下端头四、 回采工艺艺1、落煤煤(1)割割煤与进进刀方式式工作面采采煤机选选用MGG3200/7110-BBWD型型机组,原原则采用用工作面面中部斜斜切进刀刀方式上上行进刀割煤煤,双滚滚筒落煤煤往返一一次割一一刀,循循环落煤煤进度为为6000mm。采煤煤机向前前运行时时,前滚滚筒割顶顶煤,后后滚筒割割底煤,且且滚筒旋旋转方式式采用“前顺后后逆”方式进进行割煤煤。(2) 机组运运行流程程1)采煤煤机割煤煤至工作作面上端端口后,调调换滚筒筒位置,反反向清理理浮煤至至工作面面中部;2)沿中中部输送送机弯曲曲段进刀刀并进行行工作面面下半段段割煤至至下端头头,同时时从工作作面中部部向上端端
21、头依次次推移上上半段输输送机;3)采煤煤机转向向,调换换滚筒位位置,上上行清理理下半段段浮煤至至工作面面中部;4)才没没即继续续上行,在在工作面面上段割割煤至上上端头,同同事从中中部向下下端头依依次推移移下半段段刮板输输送机进进入下一一个循环环。2、 装装煤利用机组组滚筒螺螺旋叶片片装煤和和采煤机机返回时时装煤,机机头、机机尾和架架间残余余浮煤由由人工进进行清理理。3、 运煤工作面采采用SGGZ7664/3320型型可弯曲曲刮板输输送机运运煤,机机道内残残余浮煤煤在推移移刮板输输送机时时,经铲铲煤板进进入刮板板输送机机内。4、支护护:选用用ZY335000/155/288型液压压支架控控制顶板
22、板。5、采空空区处理理:采用用全部垮垮落法处处理采空空区顶板板。五、工作作面生产产能力和和服务年年限1、工作作面正规规循环生生产能力力用下列公公式进行行工作面面正规循循环生产产能力的的计算。W=LSShrcc1200.62.001.5590.995t=2177.5tt式中:WW工作作面正规规循环生生产能力力,t; LL工作作面平均均长度,mm; SS工作作面循环环进尺,mm; hh工作作面设计计采高,mm; rr煤的的容重,1.59t/m3; cc工作作面回采采率,995%。2、工作作面服务务期限或或时间工作面可可采储量量(万tt)月平均均计划(万万t)=服务时时间(个个月)12.550699
23、2.55 =5.5附图2-2-55:机组组进刀示示意图第三节 设备备配置一、工作作面设备备配置:1、工作作面设备备配备为为:MGG3200/7110-BBWD型型采煤机机组、SSGZ7764/3200型可弯曲曲刮板输输送机和和ZY335000/155/288型液压压支架997架。2、工作作面顺槽槽设备:(1)运运输顺槽槽:设11台ZBBZ-44煤电钻钻、SGGB6220/440T型型刮板输输送机及及其相关关配件、DSJJ8000/13322型皮皮带运输输机1台台、1台台JH-14型型回柱绞绞车。(2)材材料顺槽槽:设JJD-11.6型型调度绞绞车2台台。(3)回回风顺槽槽:设11台JDD-1.
24、6型调调度绞车车2台、 1台ZZBZ-4煤电电钻。3、泵站站:2套套BRWW-2000/331.55C乳化化液泵(11套使用用、1台台备用)、22套BPPW-3320/6.33喷雾泵泵(1套套使用、11台备用用)。附图2-3-66:2224011工作面面设备布布置平面面示意图图第三章顶顶板控制制第一节支支护设计计 一、采采煤工作作面的支支护设计计(一)支支护强度度Pt的的确定 1、回回采时工工作面合合理支护护强度PPt的确定定Pt99.811.h.式中:PPt 工作面面合理的的支护强强度,kkN/mm2;h 采高高,工作作面最大大采高22.0mm; 顶板岩岩石密度度,t/m3,一一般取22.5
25、 t/mm3; 工作面面液压支支架应该该支护的的上覆岩岩层厚度度与采高高之比,一一般取446,在在此取=5; 故,Ptt9.812.02.555=2444kNN/m222、控顶顶距的确确定根据本工工作面采采高,拟拟选用ZZY35500/15/28型型掩护式式液压支支架,及及采煤机机截深计计算掩护护式液压压支架的的最大控顶顶距为44.6mm,最小小控顶距距为4.0m,支架架中心距距为1.50mm,移架架步距为为0.6m。(二)ZZY35500/15/28型型掩护式式液压支支架的有有效支撑撑能力RRt的确定定液压支架架最小支支撑能力力RB=26663(KKN/架架)。液压支架架工作系系数KGG=0
26、.96。液压支架架承载不不均匀系系数KBB=0.9655。液压支架架增阻系系数KZZ=0.97。液压支架架有效支支撑能力力RT。Rt=KKGKKBKKZRRB =0.99600.966500.97726663 =23393(KKN/架架) (三)液压支架最低支护强度P=Rtt/s=23993/(4.21.775)=3266KN/m2根据以上上计算,ZY3400/6.5/14D型液压支架最低支护强度大于工作面设计支护强度,满足支护要求。(四) 端头支护护及材料料数量确确定 1、采采面上、下下端头采采用DWW25-31.5/1100型型单体液液压支柱柱配3.2m工工字钢梁梁(或型梁)按按照四对对八
27、梁布布置成对对架设支支护端头头顶板,机机、风巷巷密集支支护滞后后于采面面放顶线线的距离离不得大大于1.0m。2、机、风风巷超前前支护330m,前200m双排排,后110m单单排布置置,采用用DW225-331.55/1000型单单体液压压支柱配配工字钢钢梁,单单体液压压支柱取取1000根,660根工工字钢梁梁,超前前支护间间距1.0m。3、机头头工字钢钢梁支柱柱:1663=448根(柱柱)。4、机尾尾工字钢钢梁支柱柱:23=66根(柱柱)。5、基本本支架数数:(1120-7)1.775=660(架架)。备用支护护材料:支柱220根,木木料200根,楠楠竹跳板板30块块,铰梁梁20根根。故224
28、401工工作面选选用ZYY35000/115/228型液液压支架架97架, DWW25-31.5/1100型型单体支支柱1774根,配配长3.2m工工字钢梁梁78根根及HDDJA-12000型金金属铰梁梁40根根支护顶顶板。第二节 工作作面顶板板控制一、采场场管理1、顶板板管理方方法采用ZYY35000/115/228型液液压支架架进行支支护,全全部垮落落法管理理顶板。2、控顶顶方式 采用用ZY335000/155/288型液压压支架控控制顶板板,相邻邻支架中中心距为为1.550m,最最大控顶顶距4.6m,最最小控顶顶距为44.0m,放放顶步距距为0.6m。 泵站站压力为为31.5MPPa,在
29、在设计采采高状态态下,液液压支架架的初撑撑力为22663329979KKN,额额定工作作阻力为为34000KNN,支护护强度为为0.55700.633MPaa。 移架架方式采用依次次顺序式式及时支支护顶板板,即采煤煤机割煤煤后滞后后于机组组后滚筒筒23架逐架架进行移移架。二、机、风风巷工字字钢支架架回撤采采用人工工回撤,且且与工作作面放顶顶线对齐齐。回撤撤的工字字钢支架架及时运运到指定定地点堆堆放整齐齐,不能能复用的的单体液液压支柱柱、铰梁梁要及时时运出地地面交机机修厂检检修。三、工作作面与顺顺槽刮板板输送机机的搭接接方法1、工作作面刮板板输送机机与顺槽槽的搭接接高度不不低于3300mmm。2
30、、若遇遇工作面面支架活活柱少于于3000mm时时,采取取卧底工工作面顺顺槽的方方法或者者增长刮刮板输送送机斜面面的方法法确保搭搭接角度度。四、安全全出口:在割煤煤机割不不穿机头头、机尾尾时必须须提前开开缺口。采采用Mzz-1.2型煤煤电钻打打眼,115段段毫秒电电雷管配配煤矿安安全乳化化炸药正正向装药药大串联联爆破,MMFB-2000型放炮炮器起爆爆,人工工攉煤,超超前出口口规格:上出口口2m2m1.22m;下下出口22m2m1.22m;采采用单体体液压支支柱配型梁支支护顶板板;上下下出口巷巷道高度度不得低低于2.0m。五、采空空区处理理采用全部部垮落法法处理采采空区顶顶板。第三节 端头头支护
31、一、采面面出口及及端头支支护1、端头头支护:机头、机机尾采用用单体支支柱配33.2mm的型梁成成对使用用,一梁梁三柱的的抬棚支支护顶板板,棚距距中对中中为0.8m,梁对之之间间距距为0.2m;机头、机机尾的抬抬棚梁随随工作面面推进而而交替前前移,步步距为00.8mm。2、采面面上、下下出口宽宽度与采采面控顶顶距相同同,出口口高度与与该范围围的采高高一致,上上、下出出口顶板板完整稳稳定时,出出口处的的支护采采用单体体液压支支柱配型梁的的形式支支护顶板板,柱距距为0.8m,排排距为11.6mm,当顶顶板破碎碎松软时时,必须须用楠竹竹跳板将将其背接接严实。第四节 工作作面顺槽槽的管理理一、工作作面顺
32、槽槽维护1、机风风巷超前前工作面面煤壁330m,采用DDW255-311.5/1000型单体体液压支支柱配铰铰梁支护护顶板(切切眼以东东20mm段设双双排,110m至至20 m段设设单排),超超前支护护双排段段采用DDW255-311.5/1000型单体体液压支支柱打在在工字钢钢两端作作支撑,且且不少于于一梁二二柱,柱柱距为棚棚距。2、工作作面顺槽槽从采场场煤壁至至放顶线线之间均均必须保保留原巷巷支护和和超前支支护。3、回采采过程中中,必须须加强顺顺槽维护护,确保保巷道支支护完整整;机、风风巷巷道道净高均均不得低低于2.0m,进进、回风风净断面面不得低低于3mm2,机巷巷人行侧侧宽度不不低于0
33、0.7mm。二、顺槽槽回撤1、顺槽槽回撤前前,必须须提前支支设好临临时点柱柱或斜撑撑支柱,以以防煤层层片帮或或顶板冒冒落伤人人。2、顺槽槽护巷支支护与采采面放顶顶线对齐齐,回撤撤在采面面移架后后进行;回撤时时,回撤撤点与割割煤、移移架点的的距离均均不得小小于155m。3、顺槽槽回撤时时,必须须指派专专人观察察围岩的的稳定情情况,一一旦发现现有异常常情况时时,必须须立即停停止作业业,待处处理好以以后再恢恢复作业业。第五节 超前前缺口施施工 一一、工作作面机头头、机尾尾机组割割不穿上上、下出出口造成成通风断断面不足足4m2时就必须须设超前前缺口,炮炮眼采用用“五花眼眼”布置,机机头缺口口斜长为为2
34、m,机机尾缺口口斜长为为2m,高高度为11.8m,走走向长度度保持超超前煤壁壁不小于于1.22m;缺缺口采用用单体支支柱配铰铰接顶梁梁沿倾向向支护,柱柱距为11.0mm。工作作面下出出口支架架无法护护顶段,采采用支设设走向抬抬棚进行行护顶,顶顶梁为111#工工字钢,间间距10000mmm,顶梁梁交错布布置。附图3-5-77:超前前缺口炮炮眼布置置图 二二、爆破破作业方方式 1、采采用电钻钻打眼,间间距0.40.66m,深深度1.5m,炮炮眼与煤煤壁呈992的的夹角。 2、每每眼装填填15003000g煤矿许许用3级级乳化炸炸药配煤煤矿许用用毫秒电电雷管115段段正向起起爆,每每眼装填填一条水水
35、炮泥,黄黄泥充填填长度500mmm。 3、选选用一台台MFBB-2000型起起爆器,串串联进行行爆破。 4、爆爆破说明明书炮眼名称炮眼编号炮眼编号(mm)炮眼 长度(m)眼距 m炮眼角度度()装药量雷管消耗耗水炮泥个数封泥长度m爆破顺序联线方式水 平平坚直条/眼小计kg雷管段别雷管数量发左右仰零俯掏槽眼4-81.51.5550.990900020.81240.51串联辅助眼1-36-1001.51.5000.988880011.226120.52合计12.112.08164.0 5、采采用绝缘缘铜芯线线作为放放炮母线线,母线线接头必必须采用用正规的的接线盒盒,严禁禁出现明明接头。 6、启启爆施
36、工工超前缺缺口时:启爆点及及岗哨11设置在在224401运运输顺槽槽距离作作业点2200mm处; 岗哨哨2设置置在C225煤层层3#底底抽道西西翼与2224001运输输顺槽联联巷岔口口处; 岗哨哨3设置置在+110711m补进进风联巷巷车场风风门外55m处; 岗哨哨4设置置在+110711m人行行联巷下下平巷与与2#底底抽巷岔岔口处; 岗哨哨5设置置在+110711m轨道道石门西西翼和2224001回风风联巷外外段岔口口处。7、搜岗岗、撤人人、布岗岗路线 放炮前前,当班班班长将将224401切切眼内及及作业区区域内所所有人员员撤出,在在224401切切眼上口口处命令令所有人人员在此此待命并并指
37、定临临时岗哨哨1,班班长带领领3名岗岗哨人员员沿2224011回风顺顺槽向东东搜索至至224401回回风顺槽槽与2224011回风顺顺槽联络络巷岔口口处设置置临时岗岗哨2,班班长沿2224001回风风顺槽继继续向东东搜索至至作业点点撤出所所有作业业人员,返返回临时时岗哨22,班长长带领所所有人员员沿2224011回风联联络巷、二采区C25煤层2#底抽巷西翼搜索至与+1071m补进风联巷岔口处设置临时岗哨3,班长带领1名岗哨人员搜索至+1071m补进风联巷车场内,在风门外5m处设置岗哨3,班长返回临时岗哨3,带领所有人员沿二采区C25煤层2#底抽巷西翼搜索至2#底抽巷与+1071m轨道石门西翼岔
38、口处设置临时岗哨4,班长带领1名岗哨人员沿+1071m轨道石门西翼搜索至与22401回风顺槽外段岔口处设置岗哨5,班长返回临时岗哨4,带领所有人员继续沿2#底抽巷向东搜索至+1071m回风联巷岔口处设置临时岗哨5,班长搜索+1071m回风联巷并撤出里面所有人员,返回临时岗哨5,带领所有人员撤至+1071m行人联巷下平巷与2#底抽巷岔口处设置岗哨4,班长返回临时岗哨1,带领所有人员从22401切眼上口向切眼下口搜索,撤出切眼内所有作业人员,然后沿22401运输顺槽向东搜索至22401运输顺槽与22401运输顺槽联巷岔口处设置临时岗哨6,班长带领1名岗哨人员沿22401运输顺槽联巷搜索至风门外5m
39、处设置岗哨2,班长返回临时岗哨6,带领所有人员沿22401运输顺槽向东搜索至距离切眼200m处设置岗哨1(起爆点)。附图3-5-88:2224011工作面面回采期期间岗哨哨布置示示意图8、放炮炮前,采采用皮带带、楠竹竹跳板等等对爆破破点及附附近20m范范围内支支架的各各类油缸缸、液压压元件、供液管路、行走电缆等进行妥善保护。9、放炮炮后,通通过工作作面运输输系统将将煤炭运运出地面面。10、放放炮后及及时对超超前缺口口进行支支护。附图3-5-99:2224011工作面面回采期期间(回回风顺槽槽未贯穿穿)通风风系统示示意图附图3-5-110:2224001工作作面回采采期间避避灾路线线示意图图附图
40、3-5-111:2224001工作作面采场场支护示示意图第六节 矿压压观测一、矿压压观测内内容观测支架架的初撑撑力、工工作阻力力。二、矿压压观测要要求1、严格格按要求求对液压压支架安安装压力力表,工工作面每每班分别别检查一一次液压压支架的的初撑力力和工作作面阻力力。2、矿压压观测发发现矿压压有异常常变化时时,必须须立即汇汇报队和和调度室室,队技技术员立立即到现现场查明明原因,制制定处理理措施进进行处理理,有重大大问题时时必须立立即通知知相关科科室技术术负责人人、副总总以上领领导到现现场察看看,制定定相应措措施进行行处理。3、每班班必须填填写综采采工作面面顶板监监测班评评估表,定定期交技技术部门
41、门,对工工作面开开采期间间顶板来来压规律律进行分分析。第四章 生产产系统第一节 运输输系统一、运煤煤系统:224001工作作面224401运运输顺槽槽+11112m运运输石门门二采区区1#中中部煤仓仓运输上上山二采区区主煤仓仓+8775m东东运输大大巷一采区区主煤仓仓主斜井井地面煤煤仓。二、运料料系统1、地面面副斜井井+8775m东东运输大大巷二采区区轨道上上山二采区区轨道上上山上部部车场+11175mm进风巷巷+11175mm轨道石石门+11145mm轨道石石门224401材材料顺槽槽工作面面。2、地面面副斜井井+8775m东东运输大大巷二采区区轨道上上山二采区区轨道上上山上部部车场+111
42、75mm进风巷巷+11175mm轨道石石门+11145mm轨道石石门224401运运输顺槽槽工作面面。三、行人人系统1、地面面一采区区行人斜斜井+8775m东东运输大大巷二采区区行人上上山二采区区行人上上山上部部联巷二采区区+11112mm运输石石门224401-1运输输顺槽施施工联巷巷+11145mm轨道石石门224401探探巷224401回回风顺槽槽工作面面。2、地面面一采区区行人斜斜井+8775m东东运输大大巷二采区区行人上上山二采区区行人上上山上部部联巷二采区区+11112mm运输石石门224401运运输顺槽槽工作面面。第二节 “一通三三防”与安全全监控一、通风风系统 通通风方式式:本
43、面面为“U”型通风风方式 (一一)进风风系统二采区进进风斜井井+11175mm进风巷巷二采区区轨道上上山+11105mm轨道石石门+11112mm运输石石门224401运运输顺槽槽224401工工作面 (二二)回风风系统224001工作作面224401回回风顺槽槽224401北北探巷224401回回风联巷巷+11445m轨道石门门+11175mm轨道石石门+11175mm-+111800m回风风联巷二采区区+11182mm回风巷巷二采区区总回风风巷地面二、风量量计算 (一一)按瓦瓦斯涌出出量计算算工作面面瓦斯涌涌出情况况本煤层层查阅2224011运输顺顺槽、回回风顺槽槽掘进时时瓦斯涌涌出情况况,未放放炮时瓦瓦斯浓度度在0.1%0.22%,放放炮瓦斯斯浓度在在0.33%11.8%。2224011切眼碛碛头炮后后瓦斯最最大浓度度为2.83%,依据据此炮后后瓦斯最最大值估估算出2224001工作作面割煤煤期间的的瓦斯涌涌出量:放炮进进度1.5m,巷巷道断面面8.333 mm2。瓦斯涌出出量=风风量瓦斯浓浓度=3300mm3/miin2.44%=88.499 m33/miin;=8.449m33/miin(8.68mm21.55m1.559 tt/ mm3)=00.411m3/t。224001工作作面回采采时,每
限制150内