第一章 工作面概况及地质
第一节:工作面概况 (附煤层柱状图)
P41102工作面位于平四采北翼,南至预定停采线,北至
P41102中切眼,倾斜上方有P31112(与P41102中回巷平距0~4m)、P31112采空区;顶部有P30712、P40702采空区及三采井筒、采区石门等老巷;顶部斜下方有P40704工作面正在回采,其外段已回采完毕(受构造影响,最小层间距约29m)。P41102工作面掘进期间中回多段与小窑掘透。根据1:2000井上下对照图,该面地表无建筑物,为山坡地,地表标高为:+1950~+1810m, 工作面回巷标高为:+1717~1691m水平,运巷标高为+1649.4~1670.5m水平,该面距地表最大高差为300.5m, 最小高差为108m。该工作面走向长度(平均)为615m,倾斜面长为(平均)172m,煤层倾角16.5o(平均值),煤层厚度平均7.2m。该工作面预计于2008年1月份投产,2009年2月份回采结束。
第二节 工作面地质
一、煤层特征:
该面煤层结构复杂,煤层容重为1.4吨/m3,煤层厚度最大为:7.7 m,最小为5.5 m,平均7.2m。煤层编号为C409, 煤质牌号:焦煤,其生产能力为10.92吨/m2,煤为黑色半暗型夹部分半亮型,少量暗淡型,条痕黑褐色,油脂光泽~弱玻璃光泽,松软性~坚硬,以暗煤、亮煤为主,少量镜煤,煤层下部含丝炭较多。
二、顶底板岩石性质:
工作面煤层顶板为深灰色泥质粉砂岩,夹鹅卵状磷铁矿结核,老顶:灰白色细砂岩。底板为灰褐色粘土质粉砂岩。
三、地质构造:
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该面主要受f1、f2、f3、 f4 、f7、f8、 f9 、f10、 f11、f12、f13、 f14 、f20、f21断层及层间滑动构造影响,伴生构造发育且极为复杂。由于煤层有变薄分叉现象,煤层结构复杂,在回采期间需加强顶板及煤质管理。
四、水文地质:
该面主要受中段斜上方P3112、P31112(里)工作面采空区积水,顶部P30712、P40702采空区积水及小窑、顶板采动裂隙水、断层裂隙水影响,回采放顶期间,如遇顶板淋水增大,应停止拉架,确认已疏干积水后方可回采,运、回巷低洼段应开设临时水仓,做好排水工作,避免拉水煤。回采期间应加强防治水工作,预计该面回采期间最大涌水量为100m3/h。
五、瓦斯地质:
P41102运回巷掘进期间,最大瓦斯涌出量为4.28m/min,煤尘具有爆炸危险性和自然发火倾向,自燃发火期为6个月,综合以上因素,在回采期间,必须加强“一通三防”工作。 六、储量计算: 开采厚度 7.2米 平面积 工作面 地质储量 1112057吨 回收率 0.93 可采储量 1034213吨 105952m2 斜面积 109195.5m2 3
七、煤质情况:
煤层灰份% 编号 C409 22.04~22.3 硫份% 份% 0.83~0.77 0.93 /kg 6000以上 - 2 -
水发热量大卡煤层稳定性 较稳定 媒质 牌号 焦煤 变化 情况 复杂 第二章 工作面设备布置及生产系统
第一节 工作面设备布臵(附设备布臵示意图)
1、前部溜子一部,型号为:SGZ764/400(175m),电机功率2×200KW,运输能力为:900t/h。
2、后部溜子一部,型号为:SGZ764/400(175m),电机功率2×200KW,运输能力为:900t/h。
3、转载机一部,型号为:SZZ764/160(42m),电机功率为:160KW。
4 、采煤机一部,型号为:MG300/720-AWD。
采煤机主要技术参数表:(型号:MG300/720-AWD)
名称 适宜采高 滚筒直径 牵引与调速型式 卧 底 量 牵引速度 截 深 技术参数 1.6~3.3m 1.4m 齿轨式、交流变频调速 267mm 0~14.5m/min 0.63m 名称 电机型号 电压系数 防尘方式 技术参数 牵引电机YBC—55B2,截割电机YBC4—300G 1140V 内外喷雾 重 量 45吨 牵 引 力 649KN 适合倾角 ≤45° 5 、液压支架117台,其中基本架110台,型号为ZF5400/16/26,其中端头架7台,型号为:ZF5600/17/28。
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ZFSB5400/16/26主要技术参数: 项目 高度 宽度 中心距 初撑力 工作阻力 支护强度 数值 1600~2600 1430~1600 1500 4248~4504 5600 0.82~0.86 单位 mm mm mm KN KN Mpa P=31.5Mpa P=40.42Mpa P=31.5Mpa f=0.2 底板比压(前0.67~1.84 端) 供液压力 质量 操纵方式 适宜倾角 31.5, 17503 本架 ≤20 Mpa Kg Mpa P=31.5Mpa f=0.2前端 6、皮带共计五部:(415#)长度70m, 型号为:SDJ75P,张紧绞车11KW一台;(414#)长度540m, 型号为:SDJ150P,张紧绞车11KW一台;(413#)长度120m, 型号为:SDJ75P;(412#)长度520m, 型号为:SDJ150P,张紧绞车11KW一台;(411#)长度为:380m,型号为:SDJ150P。
7、运巷:37KW水泵两台,型号为:BQW(SL)90-60-37, 单台排量90m3/h。备用水泵1台45KW型号为:BQS(QBK)50-150-45/N,单台排量50m3/h。回巷:7.5KW水泵1台,型号为:BQS(QBK)50-30-7.5/N, 单台排量50m3/h。备用水泵1台11KW型号为:BQW(SL)80-20-11,单台排量80m3/h。
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9. 乳化液泵站一套:
乳化液泵主要技术参数(BRW315/31.5) 公称流量 柱塞直径 柱塞数目 电机功率 泵组外型尺寸 315/min 50mm 5 200KW 2900×1200×1300 2500L
第二节 生产系统
一、运输系统
1、原煤运输路线:P41102工作面前后溜子→P41102运巷转载机→P41102运巷415皮带→P41102运巷414皮带→三片口北瓦斯巷413皮带→三片口瓦斯巷运煤通道412皮带→三片口运石门皮带411→三片口运石门小眼→平四采运输机下山→平四采煤仓
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公称压力 柱塞行程 曲轴转速 电压 泵组重量 31.5Mpa 64mm 548r/min 1140/660V 3900Kg 含3-5%乳化油中性水溶液 配套液箱容积 工作介质 →1700运输副巷(电机车运输)→地面翻煤笼→洗煤厂。 2、材料运输:
(1)、采用3吨矿车或专用平板车运输。 (2)、 回巷使用JH-22绞车3部。
(3)、 运输路线:地面←→平硐井口←→1700大巷←→
平四采上部车场←→P二片口车场←→P41102回巷←→P41102工
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作面←→运巷。 二、 供电系统
1、由平四采配电所6KV电源供到P41102移动变电站高爆开关,再分别串联到各移动变压器高压侧。
2、每台移动变压器低压侧输出1140V电压,分别接到每台馈电开关电源侧,再经馈电开关负荷侧送出,供到泵站及工作面。 3、移变低压侧输出660V电压接到馈电开关电源侧,再经馈电开关负荷侧送出,供到运巷的皮带及水泵。
4、平四采二片口配电所移变低压侧输出660V电压接到馈电开关电源侧,再经馈电开关负荷侧送出,供到回巷的绞车及水泵。 5、具体供电系统(详见供电系统图)。 三 、 供水供液及排水系统 1、供水系统:
(1)、P41102工作面回巷供水管路:从地面净化站→平四采加压泵→三采三片口蓄水池用6\管经平四采辅助回风井→平四采回风通道→平四采回风井→平四采总回风石门→平四采回风下山→P41102补回风通道→经二片口瓦斯巷用4″管分岔→P41102回风下山→P41102回巷用2″接到P41102工作面上出口供回巷防尘喷雾及支架喷雾和煤机内外喷雾用。
(2)、运巷(泵站):从P三片口回风通道(4寸管)→P三片口轨道石门(4寸管)→P三片口北瓦斯巷(4寸管)→(2寸管到泵站)4寸管到P41102运巷,铺设一趟管路, 供皮带、转载机机头、前后溜机头防尘喷雾及前后溜机头机尾电机冷却水用。 2、供液及回液:
(1)、 供液:从泵站至工作面下出口用?32高压管铺设一趟
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管路, 供工作面液压支架及支设单体用。
(2)、 回液: 从泵站至工作面下出口用?50无缝钢管铺设一趟管路, 供工作面液压支架回液用。
3、 排水(工作面最大涌水量100m3/h):
(1)、回巷:P41102回巷水经水沟流到5#导线点往南10m的水仓,由此处水泵(用4寸铁管铺设一趟长约210m的排水管路)抽排到P41102回风下山东帮的水沟内。
排水路线为: P41102回巷→P41102外回下山→P二片口北瓦斯巷→P二片口轨道石门→二片口截水仓→1700大巷→地面污水处理站。
(2)、运巷:从运巷下帮挖水沟将水引淌到P41102运巷9#
导线点往北20m水仓内,在此处安设两台37KW的潜水泵(其两台水泵用一趟专用电源,各用一台启动开关,各用一趟6寸排水管并在往北距此处水窝10m处另一水仓内安设一台备用45KW的潜水泵,安设一趟专用水泵电源,其排水管路可与两台37KW水泵中任意一台水泵共用一趟排水管)。
排水路线为:P41102运巷→P三片口北瓦斯巷→P三片口轨道石门→平四采轨道下山→1500水仓、平四采主排水系统→地面污水处理站。
(3)、排水能力计算:
①、6寸管排水能力计算: X=2(d/0.0188)2
其中X--------最大涌水量; d--------管路直径(150mm) 经计算X=113m3/h
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工作面最大涌水量100m3/h 所选管路符合要求 ②37KW潜水泵排量为:90m3/h ③45KW潜水泵排量为:50m3/h :50m3/h +90m3/h﹦140 m3/h
工作面最大涌水量100m3/h 所选潜水泵符合要求 四、 通讯与照明
(1).在转载机机头和泵站及各部皮带机头各安一部隔爆程控电话与工区及调度其它单位联系。
(2). 在转载机机头、泵站及各部皮带机头各安装照明灯一盏,在工作面上每距15米各安装照明灯一盏。
(3).通讯系统图:
矿调度 其它单位
↘
工区
超溜机头 乳化液泵站
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第三章 采煤方法及采煤工艺流程
A图B图第一节 采煤方法
C图D图E图
A:机组从机尾下割到机头,从中部往机尾移溜;B:机组从机头扫浮煤到中部斜切进刀后往机尾割煤,同时从中部往机头移溜;C:机组从机尾扫浮煤到中部往机头割煤,从中部往机尾移溜;B:机组从机头扫浮煤到中部在往机尾割煤,从中部往机头移溜;E:机组从机尾扫浮煤到中部后斜切进割煤到机头,从中部往机尾移溜;采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法一次采全高,全部垮落法管理顶板。采煤机采用中部斜切进刀方式进刀。(附进刀方式图)
第二节 采煤工艺
一、采煤工艺:
采用一刀一放,专职放煤工双轮顺序放煤。即煤机在煤壁割煤一刀,分双轮放煤,循环进度0.6m。
二、工艺过程:
煤机在中部穿刀上行割煤到机尾→跟机拉架→从机尾返回清理浮煤到工作面中部→移上半段溜子→放中下部顶煤→煤机下行割煤到机头→跟机拉架→从机头清理浮煤上行到中部吃满刀→移下半段溜子到机头→放中上部顶煤→拉后溜。
三、工艺要求:
(1)、割煤:煤机单向割煤,自行装煤,沿煤层底板回采,顶底板割平,不出现台阶、煤壁平直、无伞檐。工作面采高不低于2.6m。
(2)、移架:移架滞后机组后滚筒4~6架,进行跟机移架立即支护顶板,拉架必须是在后溜运行过程中,拉架时要随时观察后溜的运行情况,发现后溜运行负荷增大时,必须及时停止拉架,待后溜开空后,方可继续拉架(尤其是作为原端头架的67#~69#,
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拉架必须拉一台,后溜开空后,在拉下一台)若煤壁松软、顶板破碎时,应及时拉超前架,伸出前探梁打出护帮板护顶、护帮,支架要移成一条直线,初撑力达到要求,支架接顶严实,移架步距为0.6m,端头架超前基本架0.6m。
(3)、推前溜:在煤机割煤扫底到中部后,滞后煤机10~15m依次按顺序移溜到机尾(机头),推溜一律在溜子运行中进行。推溜使用液压支架推溜千斤顶进行。
(4)、放煤:放煤采用双轮顺序放煤,放煤步距0.6m,第一轮在机组反向扫浮煤时从机尾第4架(机头第4架)开始逐架顺序向机头(机尾)方向放煤到中部。每架先约放顶煤1/4,以松动顶部煤体,第二轮顶煤全部放完,矸石含量超过1/3时就停止放煤,全工作面最多只允许两人同时放煤,放煤量不能过大,放煤过程中必须随时观察后溜运行情况,严禁放煤量过大,造成后溜开不动。
(5)、拉后溜:拉后溜在放完后部煤,清理干净后溜前方浮煤后进行拉移且必须拉移到位。拉溜时,依次按顺序拉溜到机头(机尾),且必须在溜子运行中拉移、严禁停溜时拉溜,拉溜步距0.6m,拉移必须到位,且不得将溜子拉脱节或拉搭桥。拉溜采用架间拉溜千斤顶进行,每两台支架安装一只拉溜千斤顶。
(6)、清理:工作面前部溜子推移过后,必须将支架底座前方和支架间空隙的浮煤及四连杆机构内外的浮煤清理干净,后溜拉移前,必须将其前方浮煤(矸)由人工用铲攉入后溜中运走,大块矸石丢入老塘。
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第四章 顶板管理
第一节 顶板管理
一、支护型式的选择:
根据煤炭科学研究总院北京开采所对汪家寨煤矿综采放顶煤液压支架选型设计及汪家寨煤矿(1998)171号文“关于呈报汪家寨煤矿综放设备选型及布臵的请示”,黔煤生字(1998)331文“关于对汪家寨煤矿综放改造设计及工作面生产安全技术措施的批复”等设计文书,根据煤层赋存条件及回采要求,采用型号为ZF5400/16/26型放顶煤支架,ZF5600/17/28型放顶煤过渡架进行工作面顶板支护,采用全部跨落法管理顶板。
二、支护方式:(附:工作面及两巷支护平、剖面图) 1、工作面基本支护:
采用ZF5400/16/26型放顶煤液压支架支护顶板,支架中心距1.5 m , 机头、机尾使用ZF5600/17/28型放顶煤过渡架,放顶步距0.6m。
(1)、液压支架最大控顶距4.993m,最小控顶距4.053m,放顶步距0.6m。
(2)、支架顶梁与顶板平行支设(顶梁倾俯角≤7o),支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高度的2/3),支架不挤、不咬,架间间隙不大于200mm。
(3)、支架要拉成一条直线,其偏差不超过±50mm,中心距偏差不超过±100mm。
(4)、支架端面距最大值≤340mm,并要垂直顶底板(歪斜不超过±5 o)。
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2、上、下出口管理及上、下隅角的支护:
工作面上、下出口必须安全畅通无阻,出口高度不低于1.8m,行人侧宽度不低于1m。在工作面机尾最后一台过渡架侧护板上侧≤0.3m的位臵架设一对顺向抬棚,在距上端头上帮煤壁0.3~0.5 m的位臵架设一对顺向抬棚。在工作面机头1#架侧护板下侧(转载机的两侧)支设两对顺向抬棚(即:一对抬棚支设在靠1#架下侧护板≤0.3m处,另一对支设在距下帮0.3~0.5m处),在前溜机头电机的两侧各架设一对顺向抬棚,前溜机头电机下侧的抬棚必须架设为跨溜棚,在上出口距上下两帮煤壁0.3~0.5 m的位臵各架设一对顺向抬棚。抬棚均采用4.2m长的11#花边工字钢配合2.5~2.8m长的单体作腿架设,并且保证“一梁三柱”。每对抬棚必须交错迈步前移,步距为0.6米。在下端头转载机机尾并距机尾0.5m位臵支设木垛,随工作面推移,按相距2.0m支设一个木垛加强下端头后溜机头及转载机机尾老塘侧的支护,出口抬棚支护单体支柱的初撑力不低于90KN,且单体支柱必须垫铁鞋使用。
3、两巷超前支护:
(1)、U型棚支护段:运、回巷采用距上、下出口煤壁3~5m提前换棚。 A、每小班根据本班的推进度提前替换原掘进棚。换棚时,运巷采用2.5~2.8m单体作腿配4.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护,单体靠两帮支设并距梁端150~200mm;回巷采用2.5~2.8m单体作腿配3.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护,单体靠两帮支设并距梁端150~200mm; B、换棚后,换棚段采用2.5~2.8m单体配3~3.5m长的11#工字钢梁架顺向抬棚加强支护,运巷顺向抬棚单体靠转载机两侧0.2~0.5m支设;回巷顺向抬棚间距≥1.0m。 C、运巷超前支护从换棚点往外至转载机机头段,即:首先在相邻两架U型棚的中间,采用2.5~2.8m单体作腿配4.0m长的11#工字钢梁架倾向棚
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支护,单体靠两帮支设并距梁端150~200mm;顶部用半圆木及板皮接实。运巷超前支护:在每架11#工字钢梁下距转载机两侧0.2~0.5m的位臵,用2.5~2.8m单体配铁鞋支设。 D、锚网支护段,运巷先采用2.5~2.8m单体配4.0m长的11#工字钢梁架倾向棚支护,单体靠两帮支设并距梁端150~200mm;顶部用半圆木及板皮接实。超前支护:采用2.5~2.8m单体距转载机两侧0.2~0.5m,支设在每架11#工字钢梁下。
(2)、回巷超前支护:从上出口煤壁往外20米段。A、 U型棚支护段用2.5~2.8m单体单排支护,单体支设在U型棚中间; B、锚网支护时,用2.5~2.8m单体配3.0~3.5m的11#工字钢梁单排支设顺向棚,支设在巷道正中,柱距1.0m。若巷道超高不能采用单体支护地段,采用∮(180~200mm)长度适宜的优质圆木在巷道正中打设木点柱作超前支护,加固长度不少于30m。
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第五章 劳动组织循环与经济指标
第一节 作业方式(附循环作业图表)
本工作面采用正规循环作业方式组织生产,实行追机平行作业,每完成(割煤、放煤、移架、推前溜、拉后溜)一刀为一个循环,每天4个循环。作业方式:采用“三〃八”作业制,三班出煤,班内检修。
第二节 劳动组织配备表(见表)
班次 工 种 在 册 夜班 早班 1 1 2 4 4 1 12 3 3 1 1 1 12 2 5 中班 1 1 2 4 4 1 12 3 3 1 1 1 12 2 5 - 14 -
出 勤 合计 3 3 6 12 12 3 36 9 9 3 3 3 36 6 15 夜班 1 1 2 3 3 1 10 2 2 1 1 1 10 2 4 早班 1 1 2 3 3 1 10 2 2 1 1 1 10 2 4 中班 1 1 2 3 3 1 10 2 2 1 1 1 10 2 4 合计 3 3 6 9 9 3 30 6 6 3 3 3 30 6 12 验收员 跟班区长 班排长 机组司机 溜子司机 泵站司机 端头工 移架工 放煤工 电钳工 看工具工 液压工 浮煤工 皮带维护工 皮带司机 1 1 2 4 4 1 12 3 3 1 1 1 12 2 5 第三节 主要经济技术指标表(见表)
序指标名称 号 1 2 3 4 5 6 7 8 工作面倾斜长 工作面走向长 煤层厚度 煤层倾角 煤层容重 煤层生产能力 循环进度 循环产量 采 高 日 产 量 日 进 度 位 .m .m m 度 t/m3 t/m2 .m t .m t/d .m 平均:172 615 7.2 16.5 1.4 10.92 0.5 866 7.0 3000 1.75 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 月 产 量 地质储量 可采储量 回 采 率 在册人数 日出勤人数 出 勤 率 支架数量 工 效 单 体 顶 梁 11#工字钢花边月 进 度 .m 52.5 25 梁 棵 16 t t t % 人 人 % 架 t/工 棵 块 90000 1112057 1034213 93 191 145 76 117 21 280 100 单数量 序号 指标名称 单位 数量 9 10 11 12 13 循 环 率 % 83% 26 回采期限 月 约12个月
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第六章 移架工、放煤工操作程序
第一节 移架工操作程序
一、移架工操作注意事项:
1、拉架工与放煤工要密切配合好,待顶煤放完后,把后溜拉到位后,再进行移架工作。
2、每次移架前要先检查本架管路,不得刮卡,各连接头必须连接牢固,卡子必须插到位,各连接头及管路无严重漏液现象,清出架前、架间的浮煤(矸)及其它障碍物。
3、移架时上下相邻两台支架的拉架油缸,应处于伸出状态,后再操作本架的拉架油缸。
4、割煤后应立即伸出前探梁支护顶板,若工作面煤壁松软有偏帮现象,拉架工应及时伸出护帮板支护煤壁。拉架时边收回前探梁边拉架,如煤壁坚硬无偏帮现象,此时将护帮板同时收回。 5、降架幅度低于邻架侧护板时,升架时先收回邻架侧护板,待升柱后再伸出邻架侧护板。
6、移架受阻达不到规定步距,要将操作阀手柄臵于断液位臵,查出原因并处理后再继续操作。
7、本架操作时站在支架中部安全地点,面向煤壁操作,严禁站在本架上下侧操作。
8、移架时,支架周围不准有其他人员工作,移动端头支架时,除移架工站在支架中部安全地点面向煤壁操作外,其余人员一律撤到安全地点。
9、割煤前,必须及时将前探梁及护帮板收回,防止挖坏设备。
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割煤后,必须及时移架,不得长时间空顶。如此时煤壁有偏帮危险时,还必须及时打出护帮板,支护煤帮。
10、如顶板破碎,需用单体打柱协助拉架时,必须掌握好单体支设角度,使用自动枪时,将人员撤到架间,从支架上操作注液枪,防止单体弹跳伤人。 二、操作程序:
1、 收回前探梁及侧护板。
2、 操作拉架手柄,使之处于拉架供液状态,同时降柱使顶梁
略离顶板,当支架可移动时,立即停止降柱,使支架移至规定的步距。
3、调架时,推移油缸与刮板输送机保持垂直,支架不歪斜,中心线符合规定,全工作面排成直线.
4、支架升起,等3-5秒后,再将操作手柄复位,使支架达到初撑力要求。
5、伸出护帮板、前探梁护帮、护顶。 6、伸出侧护板使其紧靠相邻下方支架。
7、升高支架尾梁,伸出插板,确保插板距后溜高度不低于300mm。
8、将各操作手把板到零位。
第二节 放煤工操作程序
一、在放顶煤前,先检查放煤操纵阀管路,操纵阀的连接卡子是否正常完好,防止卡子松动、脱落,在操作操纵阀时,高压管脱出弹伤人或高压液冲出伤人。
二、放煤应在机组扫浮煤推前溜时进行,并应在拉架点往下
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3-5台支架以下放煤,严禁在拉架点往上放煤。
三、放煤时分双轮顺序放煤。即:
1、煤机由中部下行割煤时,移上半段溜子放中上部顶煤的1/4,以松动顶煤。
2、 煤机下行割煤到机头后反向扫浮煤时,放中上部后部顶煤。
3、 煤机由中部上行割煤时,移下半段溜子,放中下部顶煤的1/4,以松动顶煤。
4、 煤机上行割煤到机尾后反向扫浮煤时,放中下部后部顶煤。
5、放煤时从机尾第4台(机头第4台)开始逐架顺序向机头(机尾)方向放煤到中部。
6、当矸石含量超过1/3时就停止放煤。 四、放煤时先打开喷雾,放完煤后再及时关闭。
五、放煤时,煤量要均匀,后溜不开时,必须停止放煤,防止煤量过大,造成溜子开不动。
六、若顶煤冒落不充分,采取反复升降尾梁,直到顶煤放完为止。
七、放完后,及时升尾梁, 伸插板,避免漏矸影响煤质。 八、将各操作手把板到零位。
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第七章:“一通三防”安全技术措施
P41102运回巷掘进期间,最大瓦斯涌出量为4.28m/min,煤尘具有爆炸危险性和自然发火倾向,自燃发火期为6个月,综合以上因素,在回采期间,必须加强“一通三防”工作。
第一节、通风瓦斯管理安全技术措施
一、预计P41102综放工作面回采期间瓦斯涌出量: 1、预计煤层瓦斯含量
a×P
W含=
γ
式中:W含——每吨煤的瓦斯含量(760mmHg,0℃),m/t
a——瓦斯含量系数m/m〃at,我矿C409煤层为
4.49
P——煤层瓦斯压力(绝对压力),(大气压)实测压
力1.45Mpa即14.78Kgf/cm
γ——煤层容重,t/m
3
2
3
3
1/2
3
3
a×P4.49×14.783 则:WT= ==12.33m/t
γ1.4则P41102综放工作面煤层瓦斯含量为12.33m/t。
2、预计回采期间瓦斯涌出量
煤层瓦斯储量:
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3
W储=Q地×W含 式中:W储——煤层瓦斯储量, m
Q地——煤层地质储量, t,
W含——煤层原始瓦斯含量,m/t,地质说明书计
算为114.6万吨
W储=Q地×W含
=103.4213×12.33 =1275.18万m
4、已抽放瓦斯量:
P41102采面中段从2005年元月份抽放,截止2008年9月30日止,P41102综放工作面中段共抽瓦斯量4954717.06 m,即495.47万m 5、煤层瓦斯预抽率:
N=(Q已/W储)×100% 式中:N——煤层瓦斯预抽率,%
W储——煤层瓦斯储量, m Q已——已抽放瓦斯量,m N=(495.47÷1275.18)×100% =38.85%
6、经抽放后的煤层瓦斯含量为:
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33
3
3
3
3
3
瓦斯抽采管漏气,影响抽采效果。
三、消除突出危险效果验证安全组织措施
1、 消除突出危险效果验证通风工区防突工进行,每次进行消除突出危险效果验证后,防突工必须现场填写防突控制管理牌板。防突控制管理牌板必须填写K1值,允许推采距离。
2、 回采单位必须按照允许的推采距离组织生产,不得超距离回采。
3、 必须制作消除突出危险效果验证报表上报矿有关部门及领导。
4、 回采单位每班将推采进尺向矿调度及通风工区、安检科、地质科、技术科汇报,便于各单位掌握推采情况,防止超距离回采。
5、 矿调度、安检科、施工单位、地质科、技术科必须悬挂防突控制管理牌板,并及时填绘。
6、 每月由通风工区牵头,安检科、回采单位、技术科、机电科参加,对该面进行一次防突检查,对查出的问题,各有关单位必须及时整改。
四、防灭火安全组织措施 (一)、防治外因火灾
1、严禁携带烟草及点火物品下井,严禁穿化纤衣服下井。 2、工作面及其运、回巷不得进行电焊、气焊及喷灯焊接工作。
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需要进行焊接工作时,必须制定安全技术措施,并经有关部门及领导审批同意后,严格按措施要求执行。
3、施工单位每月必须指定人员对灭火器至少进行一次全面检查。发现失效、过期、损坏的灭火器应及时更换。
4、回采单位机电工必须加强电气设备的检查、维护,大班机电工每天、小班机电工每班至少对该面及其运回巷、回风下山、回风通道的电气设备进行一次全面检查,发现问题,及时处理,杜绝电气设备失爆。
(二)、灭火措施
1、发现有煤层自燃发火预兆时,由抽采工区向有煤层自燃发火点打钻注阻化剂进行灭火。自燃发火点小时,可直接挖出火源火用水直接灭火
2、当发生电气火灾时,不得使用水进行灭火,必须使用干粉灭火器进行灭火,使用水进行灭火时,必须先切断电源后再用水进行灭火。
3、当发生电气火灾以外的火灾时,可以使用一切尽可能的措施进行灭火。
4、用水进行灭火时,必须从着火点边沿逐渐向着火点中心进行,不得用水直接向着火点中心进行灭火。
5、任何人发现井下火灾时,应视火灾性质、灾区通风、瓦斯情况立即采取一切可能的办法直接灭火,控制火势,并迅速向矿
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调度汇报,矿调度按《灾害预防和处理计划》通知有关单位及人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作。
6、不能进行灭火时,矿调度必须通知平四采区各地点人员沿避灾路线迅速撤出地面。
五、施工隔离墙安全技术组织措施 (一)、隔离墙技术要求
2、 工作面每推采2刀,施工人员用编织袋装煤(矸)建一
道隔离墙,煤(矸)粒度不得大于5mm。
3、 施工隔离墙前,锚网支护段必须用断筋钳将施工地点上
帮钢筋网剪掉。隔离墙施工必须对顶、底及上帮进行掏槽,掏槽必须见硬底、硬邦,严禁将隔离墙砌筑在浮煤(矸)上。
4、 砌筑隔离墙时,编织袋必须一横一竖堆砌,即堆砌第一
层横排编织袋后,第二层编织袋必须竖排堆砌(隔离墙必须堆砌平、直),到隔离墙施工结束。
5、 砌筑隔离墙与工作面上隅角上帮必须成30—45°角,隔
离墙必须与顶、底、帮、工作面最后一台支架接触紧密。
6、 隔离墙严禁堆砌成单层墙,严禁拆老墙来堆砌新墙且严
禁撤出老隔离墙。
7、 隔离墙施工结束后,隔离墙四周及隔离墙编织袋与编织
袋之间必须用黄泥勾缝,不得漏风。
8、 如果采空区内较空时,下隅角必须砌筑隔离墙,减少老
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塘漏风,以减少采空区瓦斯涌出量。下隅角砌筑隔离墙的质量标准与上隅角砌筑隔离墙的标准相同。
(二)、施工隔离墙的安全组织措施
1、施工隔离墙前,瓦检员先检查上隅角的瓦斯浓度,只有当上隅角瓦斯浓度<1.5%时,方可施工隔离墙。
2、砌筑隔离墙过程中,瓦检员必须经常检查上隅角瓦斯浓度,当瓦斯浓度≥1.5%时,瓦检员必须立即通知现场班长立即停止工作,按照瓦斯管理的规定进行撤人停电,并向矿调度及通风工区汇报,采取措施进行处理。撤人停电范围与斯超限时的撤人、停电范围相同。
3、砌筑隔离墙时,如果出现上隅角瓦斯超限,瓦检员在现场吊挂风障从工作面引风稀释上隅角瓦斯。
4、采用引风稀释上隅角瓦斯的措施后,经瓦检员检查,上隅角瓦斯浓度<1.5%后,方可恢复施工隔离墙。
5、上隅角瓦斯浓度超限后,立即停电、撤人,及时汇报矿调度,由矿调度统一指挥,安排采取措施进行处理,处理好后方可恢复施工。
6、巷道高度大于2.5m,施工隔离墙超高,必须在施工隔离墙南侧紧贴隔离墙支设不少于3棵防倒柱。
7、施工超高隔离墙时,必须在隔离墙南侧用半圆木做腿,半圆木、板皮做面用铁钉等钉做或用装渣编织袋堆砌长、宽、高均适宜供施工
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超高段隔离墙的操作台,操作台视现场情况钉做或堆砌,确保稳固、牢靠,便于站在上面安全施工。
8、隔离墙施工到超高段时,现场瓦检员必须先检查高顶及挡墙超高段(还未堆砌编织袋段)涌出的瓦斯,防止瓦斯超限致使施工人员在施工超高段挡墙时发生意外事故。
9、因巷道超高,隔离墙施工必须接实顶板,防止瓦斯大量涌出,致使瓦斯超限。
10、隔离墙施工质量必须符合要求,隔离墙施工质量不符合要求或隔离墙施工不及时,必须停止工作面生产,由回采单位按要求施工好隔离墙后方可恢复生产。
六、防治粉尘安全组织措施
1、P41102运巷、回巷、工作面架间喷雾必须能覆盖巷道、工作面全断面,且雾化必须良好。在割煤、移架、放顶煤之前,先将喷雾打开。
2、工作面架间每10台支架,安设一组架间喷雾,回巷重新安设三组喷雾,第一组距上出口煤壁10~20m,第二组距第一组30m,第三组距第二组50m,回巷喷雾由通风工区安设好,经验收合格后交予施工单位管理。
3、P41102在回采期间,P41102各个转载点喷头雾化效果必须良好,运输机在运煤过程中,必须开启喷雾洒水降尘。
4、P41102运、回巷及支架上的煤尘,由回采单位每班安排人员冲洗,不得出现煤尘堆积、超限情况。
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