当前位置:首页 >> 能源/化工 >>

煤矿采煤作业规程


山西某煤矿 区段采煤作业规程

二 0 一一年四月

1

规程编制依据
1、 《煤矿安全规程》2011 版. 2、 《生产矿井质量标准化标准》. 3、 《煤矿工人安全技术操作规程指南》. 4、苇子村煤矿《地质勘探报告.》

1 采面概况
1.1 采区概况及煤层地质特征
本采煤工作面位于苇子村煤矿一采区西翼 3 号煤层,+1230 水平运输水平和 +1240 水平回风水平之间,该采煤工作面原设计走向长度 320m,但由于井田西 翼地表为公路及水渠,目前采面回风巷走向长度 120m,运输巷走向长度 120m。 采面开切眼高度 10m,本工作面+1260 上部是老窖、老空、地面塌陷,主要威胁 是老窑积水,但对本采面安全不构成威胁。 采面走向长度 煤层厚度 煤层倾角 采面采高 120m 8m 70° 10m (平均真厚)

1.2 煤层顶板,底板情况
井田内煤层位于侏罗系中统西山窑组(J2x)上部,共含煤三层,均为可 采煤层。自下而上,由北至南编号为 1#、2#、3#煤层。煤层相对位置见采区 巷道剖面图。井田内可采煤层叙述如下: 1#煤层:平均厚度 4.2m。煤层稳定,结构简单,无夹矸,煤层顶板为泥 岩,底板为粉砂岩。与上层 2#煤层间距 22.9m~30.0m,平均层间距 27.0m。 2#煤层:平均厚度 3.0m。煤层稳定,结构简单,无夹矸,煤层顶板为粉 砂岩, 底板为泥岩。 与上层 3#煤层间距 37.40m~38.70m, 平均层间距 38.0m。 3#煤层:平均厚度 8.0m。煤层稳定,结构简单,无夹矸,煤层顶板为炭 质泥岩,底板为泥岩。

1.3 煤层地质构造条件
井田位于东沟下寺背斜南翼,基本为一南倾的单斜构造;地层倾角 67°~ 75°,未发现断层。井田构造属简单型。

1.4 水文地质及采空区积水情况
2

井田地处东沟河和农田灌溉区中间的阶地上,水系不发育,仅有二条人 工开挖的农田灌溉小渠从井田的东部和西部经过,夏季农田灌溉期间有水, 其他时间为干渠。 东沟河距井田东部边界 2km,由北向南流过,标高约+1400m,为当地最 低侵蚀基准面,东沟河水为天山融雪水,水量随季节变明显,夏、秋两季流 量较大,冬、春季流量较小。该河年迳流量 1.09~1.728 亿 m3。 根据地质报告提供资料,矿井+1200m 水平最小涌水量为 8.65m3/h,最大涌 水量为 58.4m3/h。 目前矿井的开采 1200m~+1250m 标高 3#煤层,3#煤层在+1260m 标高以上已 采空,其余区域均未开采。1#和 2#煤层目前没有开采,无采空区。根据矿方提 供的资料,目前 3#煤层上部采空区顶板已经完全垮落,上部采空区无煤层自燃 发火现象,无火区。严格执行“有疑必探,先探后掘” ,

1.5 煤质
井田内煤层以长焰煤为主,具有特低灰~低灰、高挥发份、特低硫、中 高发热量等特点,是优质动力用煤和民用煤。

1.6 瓦斯、煤尘爆炸性,自燃发火情况
1、瓦斯 根据新煤行管〔2010〕428 号文件的关于乌鲁木齐市达坂城东沟乡苇子村煤 矿 《矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告》 的批复, 矿井 2010 年 11 月+1200m 水平 3#煤层瓦斯 (二氧化碳) 等级鉴定结果为: 矿井相对瓦斯涌出量为 4.86m3/t, 二氧化碳相对涌出量为 5.32m3/t,瓦斯绝对涌出量 0.79m3/min,二氧化碳绝对涌 出量 0.86m3/min,确定本矿矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。 2、煤尘 各煤层均具煤尘爆炸危险性。 3、煤的自燃 井田内煤层属易自燃的煤。 3

4、地温 本区地温无异常。 5、火烧区 本矿范围内无火烧区存在。

2 采煤方法及提升、运输及通风等系统
水平分段放顶煤,轻型液压支架支护。该方案装备“轻型液压支架”, 分段高 10m,开帮高度 2.5m,放煤高度 7.5m,工作面煤炭采用刮板输送机运 输。工作面采用全负压通风+局部通风机辅助通风。 一、提升、运输系统 1、混合提升立井 混合提升立井采用一对 1t 单层单车标准罐笼提升系统,担负全矿井提煤、 提矸,升降人员、材料和设备等任务,提升设备为 2JK-2.5×1.5/20 型双滚筒 绞车,配套电动机,额定功率 132kW。 2、井下运输 井下石门采用 SGD-620/40T 刮板运输机串联运煤,在井底设装车点,轨道 系统采用 600mm 轨距矿车,材料、设备运输配备材料车和平板车。

二、矿井通风系统及安全出口 本矿井通风方式为中央并列式,混合提升立井进风,回风斜井回风。 混合提升立井井筒内设梯子间,回风斜井及安全出口井筒设台阶和扶手,作 为矿井的三个安全出口。 回风斜井装备 2 台 FBCZ-4-№12A 型轴流式通风机,其中 1 台工作,1 台备 用。 电机功率为 2×37KW, 额定风压为 140~863Pa, 额定风量为 810~1870m3/min。

三、排水系统 矿井在+1200m 水平井底车场设中央排水泵房及主、副水仓,主排水配备 3 台 D46-30×9 型离心泵, 一台使用, 一台备用, 一台维修, 主排水管路为Φ 108×4

4

的钢管,沿混合提升立井井筒敷设。

四、井下供电 在+1200m 水平井底车场设井下中央变电所, 双回电源引自地面变电所, 下井 电压等级 10kV。井下各用电点不同电压等级的负荷引自井下中央变电所,井下 电压等级 660V、127V。

五、安全监控系统、人员定位系统和防灭火 矿井装备了 KJ90 型瓦斯监控系统一套、KJ251 型人员定位系统和 KHY-3 型 矿井火灾束管监测系统一套,设备状态良好。 矿井目前采用以采空区注氮为主,以喷洒阻化剂压、堵漏为辅的综合防灭火 措施,在地面设有制氮站,已安装 1 台 KDG100 型地面固定式制氮机。

六、压风自救系统及通信联络系统 压风系统管路沿混合提升立井铺设到工作面,并保持供风完好。工作面按照 工人数量设置了方便实用压风呼吸器,以便于灾害时期启用。 矿井外部通信和行政电话:矿井对外通信采用市话网。 矿井内部调度通信:在矿调度室设 DDK-6S 型 64 门生产调度程控电话总机, 作为井上下生产调度通信用。 井下通信采用装在地面调度总机上的三块安全栅插 板将地面调度总机与井下电话连接起来,构成井下安全火花型防爆通讯系统。下 井通讯电缆经安全栅插板引出后,通过架空(地面部分)和沿井壁(井下部分) 敷设至井下分线盒。 ,分设在混合提升立井井筒二侧,并设有联络电缆。当一条 电缆出现故障时,可迅速转接,以保证井下主要电话用户通信不中断。井下采煤 工作面、掘进工作面、采区变电所、车场等处设矿用本安型电话。

七、现状评价 矿井现有系统基本可以满足矿井安全生产的需要, 同时可以满足采煤方法改

5

造的需要。生产中应加强对现有系统的日常维护。

2.1 工作面巷道布置
回采煤体位于 3#煤层+1240m~+1250m 之间,工作面回风巷为布置在 3#煤层 +1250m 标高,利用现有+1240m 标高巷道作运输巷进风。上下巷道之间每隔 6m 采 用穿孔机掘联络眼一个,其中每间隔 30m 将通风眼扩大成为通风行人眼,作为工 作面安全出口之一。工作面采煤通过运输巷的刮板输送机运出。“运输巷-通风 眼-回风巷”构成工作面全负压“U”型通风系统。为了保证工作面有效通风,在 运输巷设置局部通风风机辅助通风系统。 工作面巷道布置图一(附后) 。

2.2 工作面通风
2.2.1 概况
该工作面相对瓦斯涌出量为 4.86m3/吨,自燃发火期为 3—6 个月,预计生产 起止日期为 2011 年 9 月—2011 年 12 月。

2.2.2 通风系统
2.2.2.1 通风系统概述 Ⅰ、该工作面采用全负压通风系统。 Ⅱ、通风眼掘进采用局扇压入式通风。 Ⅲ、风流流经路线。 主立井→+1200 中央石门→行人上山眼→+1230 运输顺槽→工作面→+12400 回风巷→回风石门→风井。 (见避灾路线图) 2.2.2.2 风量计算 一、矿井总风量 根据 2011 年《煤矿安全规程》要求,矿井总风量按下列要求分别计算,并 采取其中最大值。 (一)按井下同时工作的最多人数计算 Q 矿井=4×N×K =4×60×1.25=300m3/min/60=5.0m3/s 式中:Q 矿井~矿井总供风量,m?/min; 4~每个人每分钟所需要得最少风量,m3/min; N~矿井井下同时工作的最多人数,取 60 人; 6

K 矿通~矿井通风系数,取 1.25 。 (二)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算 Q 矿井=(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐+∑Q 其他)×K 矿通 1、采煤工作面风量计算 (1)按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×qCH4×A/24/60=(100×4.86×412)/24/60 =139(m?/min)=2.32(m3/s) 式中:qCH4~采煤工作面的瓦斯相对涌出量为 4.86m3/t: A~工作面日产量,412t。 (2)按工作面温度计算 Q 采=V 采×S 采 ×Kc m3/s

式中:V 采~采煤工作面风速,取 1m/s; S 采~采煤工作面的平均断面积,取 6.5m2; Kc ~工作面长度系数,0.8; Q 采=1×6.5×0.8=5.2 m3/s。 表 4-2-1 空气温度/℃ ﹥15 15~20 20~22 22~24 24~26 (3)按工作面人数计算 Q 采=4×Ni=4×14=56m?/min =0.93 m3/s 式中:Q 采~采煤工作面实际需要的风量,m?/min; Ni ~采煤工作面可能同时工作的最多人数,14 人。 (4)按一次爆破炸药消耗量计算 顶板预裂和顶煤预烈需要使用爆破,故本设计按一次爆破炸药量来计算风量。 风速与空气温度的关系 适宜的风速/(m/s) 0.3~0.5 0.5~1.0 1.0~1.2 1.2~1.5 1.5~2.0

7

Q 采=Ac×b/(t×c)=7×0.1 /(20×0.02%)=250m /min=4.2m?/s 式中;Ai~工作面一次爆破的最多炸药用量,7kg b~每公斤炸药爆破后生成的当量 CO 的量,根据炸药爆破后的有害气 体国家标准,取 0.1 m3/kg t~通风时间,取 20 min C~爆破经通风后,允许工人进入工作面的 CO 浓度,取 0.02% (5)按风速进行验算 按最低风速验算: Q 采≥15×S 采≥15×7=105m3/min≥1.75m3/s 按最高风速验算: Q 采≤240×S 采≤240×7=1680m3/min≤26m3/s 经过以上计算,采煤工作面风量取 5.2m3/s。 辅助通风机选用 FBD№6.0/2×15 型对旋轴流式局部通风机,该风机主要 参数:风量 300~400m3/min,负压 1000~4500Pa,配套电机功率为 2×15kw。 煤矿可根据实际情况,利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产 品,以保证工作面有效通风为原则。 2、掘进工作面实际风量估算 (1)按瓦斯涌出量计算 Q 采=100×q 瓦×K 掘×3×T=100×1.8×(50×4.86×3)/(24×60) =91.125m3/min=1.52m3/s 式中:q 瓦~掘进工作面的瓦斯相对涌出量,4.86m3/t; K 掘 ~风量备用系数,取 1.8; T~掘进工作面实际日生产量,50t。 (2)按炸药量计算 Q 采=Ac×b/(t×c)=6.5×0.1 /(20×0.02%) =162.5m3/min=2.7m3/s 式中;Ai~掘进工作面一次爆破的最多炸药用量 6.5kg;

3

8

b~每公斤炸药爆破后生成的当量 CO 的量,根据炸药爆破后的有 害气体国家标准,取 0.1 m3/kg; t~通风时间,取 20 min; C~爆破经通风后,允许工人进入工作面的 CO 浓度,取 0.02%。 (3)按工作面人数计算 Q 掘=4×20=4×14=56 m3/s=1.0 m3/s 式中:Q 掘~掘进工作面实际需要的风量,m3/min; Ni ~采煤工作面同时工作的最多人数,14 人。 (4)按局部通风机的实际风量计算 Q 掘=Qr×I +15×S 掘=200×1+15×5=275 m3/min=4.6m3/s 式中:Qr~掘进工作面配备局部通风机的台数,1 台,实际供风量为 150~ 250 m3/min,取 200 m3/min; I~掘进工作面配备局部通风机的台数,1 台; S 掘~掘进头断面积。 (5)按风速进行验算 按最低风速验算: Q 掘≥15×S 掘≥15×5≥75 m3/min=1.25 m3/s 按最高风速验算: Q 掘≤240×S 掘≤240×5=1200m3/min=20 m3/s 经过以上计算,掘进工作面风量取 3.75m3/s 根据掘进需风量,设计选用 YBT-11 型对旋轴流式局部通风机,该风机主 要参数:风量 150~250 m3/min,配套电机功率为 11kw。煤矿可根据实际情况, 利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品。 3、硐室需风量 绞车房需风量 2.0 m3/s。 4、其它需风量 其它需风量 1.0 m3/s。

9

5、总风量及其分配 全矿井设一个回采工作面, 2 个掘进工作面。则矿井总进风量为 Q 矿井 =(∑Q 采+∑Q 掘+∑Q 硐+∑Q 其他)K 矿通 K 矿通系数取 1.25 Q 矿井=(5.2+4.6×2+2+1)×1.25=21.75m3/s 取 Q 矿井=22m3/s 风量分配: 回采工作面 掘进工作面 硐室 其他用风及漏风 合 计 6.0m3/s 2×5m3/s 2.0 m3/s 4m3/s 22m3/s

二、矿井负压及等级 根据本矿井巷道布置、开采计划安排及风量分配,经计算,矿井通风容易 时期通风负压为 160.9Pa,通风困难时期通风负压为 256.2Pa。 (详见矿井通风阻 力表 4-2-1、表 4-2-2) 1、矿井等积孔 A=1.19Q/ h 式中:A~等积孔,m2; Q~矿井总风量,m3/s; H~矿井通风负压,Pa。 经计算,矿井通风等积孔容易时期为 2.06m2,困难时期为 1.64m2。 2、通风难易程度评价 矿井通风难易程度:容易时期为容易,困难时期为中等容易。

三、通风设备及反风

10

矿井安装 FBCZ-4-№12A 型防爆抽出式轴流风机 2 台,电机功率为 2×37KW, 额定风压为 140~863Pa,额定风量为 910~1870m3/min。一台工作,一台备用。 采用风机叶轮反转的反风系统反风。反风量达至正常供风量的 60%。 经校验,风机及电动机均符合煤矿设计规范要求。

四、工作面局部通风机辅助通风系统 工作面配置辅助局部通风机向工作面供风。 辅助局部通风机根据具体情况置于新鲜风流中,距离工作面的距离不小于 80m,该局部通风机必须采用双线路供电,通风机一用一备。 辅助通风机选用 FBD№6.0/2×15 型对旋轴流式局部通风机,该风机主要参 数:风量 300~400m3/min,负压 1000~4500Pa,配套电机功率为 2×11kw。煤 矿可根据实际情况,利用已有或选购与上述型号局部通风机性能相同的产品, 以保证工作面有效通风为原则。

五、保证工作面有效用风量的措施 1、矿井通风系统应能保证本工作面有足够的配风量。 2、确保辅助局部通风机完好。 3、保证通风眼完好,长期检查通风眼,遇到塌孔时,必须及时进行处 理,保证工作面有效通风。

2.3 工作面设备的确定
2.3.1 支架的选择
2.3.1.1、支架选型 1、工作面支护参数 水平分段高度 10m,开帮高度 2.5m,放煤高度 7.5m。 初选轻放液压支架型号 ZF3200-17.5/27F,主要技术参数如下: .支架高度 .支架间距 1750~2700mm 1.4m 11

.支架长度 .支撑阻力 .支架行程 .泵站压力

4.0m 3200KN。 800mm。 19.6Mpa。

2、工作面支架强度验算 根据放顶煤工作面实测结果统计, 以煤层厚度与岩石容重的乘积表示工作面 顶板压力,即: P 力=knMγ 式中:P 力~工作面顶板压力,kN/m2; k~安全系数,取 k=1.3 n~折算系数,据统计此折算系数在来压期间 n=9.548M-0.79; M~开采区段高度,10m; γ ~顶煤/岩容重,取 21kN/m3。 按放顶煤工作面实测统计法, 以顶板来压时支架的载荷作为设计支架工作阻 力的基础,将参数代入上式后,工作面顶板压力强度按下式计算: P 力=261M0.21 式中:M~开采区段高度,取 10m。 P 力=261×100.21=422(kN/m2) 支架最大总控顶面积:S=1.4×4.0=5.6m2 反求支架工作阻力如下: 条件式: P 支≥S×P 力×K 式中:S~工作面最大总控顶面积,5.6m2; P 支~支架工作阻力,3200KN; P 力~工作面顶板压力,422kN/m2; [P 支=3200]≥S×P 力=4.48×422=2363KN 可见预选的 ZF3200-17.5/27F 型轻放液压支架的工作阻力满足要求。

12

2.4 回采工艺
2.4.1 回采工艺
一、整体思路 1、 水平分段放顶煤是放顶煤开采的一个特例, 适合于急倾斜煤层开采。 其工作原理是:沿着计划开采煤体下部布置工作面,工作面采用液压支架进 行支护,移动支架即解除顶板支撑,巷道上方煤体将由于矿山压力作用放落 到自由面(工作面支架后部) 。工作面不断往前推进,上部煤体不断放出, “移架-放煤”过程反复呈现。 2、为了形成工作面通风系统,在计划开采煤体的上方或下方设置通风 巷道,其与放煤所在的巷道间采用大口径钻孔或巷道联系,形成“U”型通 风。 3、必要时顶煤和顶板实施预裂爆破,以增加顶煤的可放性和防止顶板 大面积垮落造成危险。

二、首采工作面位置 采煤方法改造首采工作面布置在一水平一采区 3# 煤层西翼 +1240m ~ +1250m 区段,煤层厚度 8.0m,平均倾角 73°。水平分段高度 10m,工作面 开帮巷道高度 2.5m,放顶煤高度为 7.5m,采放比为 1:3。

三、回采工艺 (一) 回采工艺 以首采工作面(针对工作面巷道布置方案一,采煤方法见(附图二)进 行叙述。 1、回采前期工作 (1)形成工作面上下巷道;回风巷标高+1250m,断面几何形状为矩形, 最小尺寸:高 2.0m、宽 2.0m,位于煤层中;运输巷标高+1240m,断面几何形 状为矩形,最小尺寸:高 2.5m、宽 3.0m,位于煤层中;工作面巷道采用顶 部挂网锚杆支护,或者采用矿用工字钢棚支护。 13

(2)沿工作面走向,每 6m 施工一条联系工作面上下巷道间的通风孔,直径 0.8m, 由于使用时间较短, 暂不考虑支护, 但上下口要做适当处理, 用锚网固定, 防止塌孔。 每隔 30m 所设的安全出口采用锚网支护。 同时每隔 30m 所设的安全出 口及采面支架前三个通风孔作为通风行人巷, 内设软梯或铁直梯, 作为工作面安 全出口。通风孔可根据需要逐渐打出,但通风行人孔必须一次全部打出,暂时不 做通风用的需进行临时密闭,防止风流短路。 (3)根据实际情况,对煤层和顶板进行必要的预裂爆破,预裂爆破必须编 制专门设计,并严格执行煤矿安全规程规定,建议在远离工作面 20m 外进行。 2、回采工艺过程 本采煤方法主要以放顶煤为主,但由于煤层厚度 8m,因此工作面在煤层 顶板一侧遗留部分三角煤,如工作面在煤层顶板侧开帮,则可采出部分煤。 但是由于开帮增加了支架数量,支架前方支护强度增加,不利于支护;煤层 厚度具有一定变化,煤层变薄时,则需要撤出支架影响生产。根据煤层赋存 条件和上述因素,故本次设计回采工艺不增加开帮工序。 开采工艺过程:班前准备→移支架→放顶煤→清理工作面→移刮板→ 循环往复。预裂爆破安排在检修班进行。 (1)班前准备 主要是查看工作面顶底板情况和设备情况,确认通风顺畅。 (2)移架 设计配置 2 架轻放液压支架。移架时,各支架依次前移。所选支架移架 步距 0.8m。 (3)放顶煤 移架后,顶煤垮落,实施放顶煤。放煤步距与移架步距相同,为 0.8m。 (4)清理工作面 大量顶煤放完以后,观察放煤量,顶煤放落水平,对大块煤,采用风镐 进行破碎,必要时镐钎可更换为异形镐头或长镐钎。然后观察采空区情况,

14

做好记录,清理工作面。 (5)移刮板 移动刮板机使得就位到下一循环的合理位置上。 (二) 顶煤超前预爆破 从目前资料和煤矿以往生产实际来看,煤体为中硬煤(f=1.5) ,块径多 为 0.3~0.6m,煤体原生节理和次生节理都较发育,无夹矸,经过综合分析 顶煤的冒放性良好,无需顶煤弱化,勿须进行超前预裂爆破。但为满足特殊 情况下使用预裂爆破的需要,本设计对超前预裂爆破进行了初步研究。 预裂爆破必须编制专门设计,并严格执行煤矿安全规程规定,建议在远 离工作面 20m 外进行。同时预裂爆破还要保证通风眼的使用功能不被破坏。 在煤层内布置孔径 43mm 的顶煤松动爆破孔,见插图 3-3-1 炮眼布置图。 钻 爆参数见表 3-3-1。 表 3-3-1 顶煤超前预爆破钻爆参数表 炮 水平 炮孔 装药 炮孔 炮孔 炮孔 装药 堵塞 装药量 孔 转角 直径 直径 间距 深度 仰角 长度 长度 (㎏) 名 (°) (mm) (mm) (m) (m) (°) ( m) (m) 称 高 位 预 0 43 23 8.5 52° 4 1 4.0 裂 孔 2 低 位 预 0 43 23 4.0 52° 3 1 3.0 裂 孔 在两个通风孔之间布置 1 个高位预裂孔,2 个低位预裂孔。上表所给出 的参数,应根据实际生产经验和使用效果进行调整。

四、工作面设备配备 工作面设备配置见表。 工作面设备配备表

15

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9

设备名称 轻放液压支架 刮板运输机 局部通风机 乳化液泵 乳化液箱 煤电站 发爆器 单体支柱 π 型钢梁

型 号 单位 ZF3200 - 架 17.5/27F SGD—620/40T 台 FBD№6.0/2×1 台 5 XRB40/200 台 X10RX 台 ZMB-12A 台 MFB-100 台 DZ-2.5 根 L=2.4 根

数量 2 4 2 2 1 2 2 160 80

备注

五、采煤工作面及采区回采率 工作面综合回采率 76%,采区回采率 75%。 六、工作面产量 典型工作面煤层平均厚度为 8m,倾角 73°。水平分段高度 10m。 一个循环的产量: Q 循环=H×G×r×M×C 式中:Q 循环~循环产量,t; M~煤层水平切面宽度,8.37m; H~分段放煤高,7.5m; G~循环进尺,0.8m; r~煤的容重,1.35t/m3; C~工作面综合回采率,取 76%。 Q 循环=7.5×0.8×1.35×8.37×0.76=51.5t 一日两班生产,一班准备,生产班每班 4 循环,年工作日为 330d,正规 循环率为 75%,则

16

回采面日产量=51.5×8=412t/日。 回采面年产量=412×330×0.75/10000=10.2 万 t/年。 掘进出煤率按照 5%,则全矿井产量为 10.7 万吨/年。 经计算,回采工作面年推进度约为 1584m/a,需要由 2 个掘进头来保证。

七、隔离煤柱 前面已述,工作面布置型式之方案一有利于工作面通风、防瓦斯、防灭火及 人员安全管理,因此,后续区段的工作面布置形式仍推荐采用方案一。隔离煤柱 按 5m 留设,即下一区段留设 5m 煤柱掘进回风巷,回风巷下 10m 掘进运输巷。开 采区段+1250m 水平以上尚有 10m 隔离煤柱,煤柱如果不能及时垮冒下来,采用 深孔爆破的方式使煤柱及时垮落,其他区段煤柱处理也按上述方法。

2.4.4 放顶煤工艺
本工作面开帮高度 2m,放顶煤高度 6m 根 (2-8) =6×(1.2-1)=6×0.2 =1.2m<2m 式中△S—顶煤松散时所需空间高度 H—放顶高度 6m 1.2 Ks—顶煤松散系数 据 △ S=Ks × H-H=H(Ks-1)

因开帮煤高度大于顶煤破碎膨胀的增加高度,如果顶板冒落好,顶煤煤体经 支架多次支撑—卸压作用下被压碎,故不再需要松动爆破顶煤,若局部地段不能 自行下落,可采用煤电钻打眼松动爆破顶煤,炮眼间距、深度和装药量根据现场 实际确定。 放顶煤步距,初步确定二采一放即 1.6m 放顶煤顺序, 由下至上, 逐架等量放煤, 经两到三轮后, 可将放煤口往上剪, 再放中、上部的煤。

2.5 顶板管理方法
1、工作面支护采用轻放液压支架,支架间距 1.4m。

17

2、工作面运输巷、回风巷距回采工作面 20m 范围内,采用单体液压支柱配 π 型钢梁进行超前加强支护。 3、根据顶煤的实际冒放性,必要时对顶煤进行预裂爆破。 4、为了防止老顶出现大面积悬顶,也需要对顶板/底板实施预裂爆破。 5、实施预裂爆破前必须按照有关规程、规范的要求编制专门设计。 6、 采用预裂爆破预裂顶煤时, 严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、 顶板。严禁在回风顺槽上方设有巷道。 7、开采区段+1250m 水平以上尚有 10m 隔离煤柱,煤柱如果不能及时垮 冒下来,必须强制放顶。 二、关于顶板预裂和顶板预裂爆破、强制放顶措施 1、顶煤、顶板冒放性分析 根据地质报告和现场实际的揭露情况,3#煤层原生节理和次生节理都较发 育,煤质中硬,性脆,裂隙发育,不需要顶煤弱化,综合评价冒放性较好,以往 仓储式开采实际生产中也反映煤的冒放性良好。 将来实际生产中如果出现顶煤冒放性欠缺情况, 为了顺利实施放顶煤开采, 工作面应采用超前预裂爆破方法,增大煤层裂隙,增加煤体内弱面,降低抗压强 度,从而使顶煤能顺利放出。 3#煤层的顶底板岩石,主要为粉砂岩、泥岩、炭质泥岩及少量细砂岩。 3# 煤层的顶底板属稳固性差的类型。 组成 3#煤层的顶底板岩石均为层状结构,胶结物为泥质,其层间聚合力极 差。 按岩石形成的自然条件, 侏罗系煤系地层的砂岩类岩石多为软质~中硬质岩 石,其中粉砂岩及其它泥质类岩石为软质岩。3 号煤层顶底板在饱和状态下的单 向抗压强度为 8.6 ~ 15.7MPa ,属软质岩石(< 30Mpa ) ,顶底板的软化系数在 0.26~0.41 之间,低于 0.75,属易软化的岩石。其抗拉强度在 0.1~0.2MPa 之 间, 抗剪断强度中的凝聚力值在 11.4~14.0 之间, 内摩擦角 8.2°~9.0°之间。 其抗拉强度的测试值与我国同类岩石的经验值(1.4~5.2MPa)不符;3 号煤层 顶底板岩石的内摩擦角亦与经验值(75°~80°)不符。按照《岩石地下建筑技

18

术措施》中的围岩分类表,井田 3 号煤层的顶、底板均属稳固性差的类别。 2、水平分段放顶煤顶板垮落的规律分析 (1) 本采煤方法的工作面广义的“围岩”包括:顶煤、顶板和底板、底煤, 还有上区段“顶煤以上老空已经垮落的岩石和遗留煤混合物”(简称“老空岩 石”) ,采煤工作面围岩在不同开采阶段状态见图 3-6-1~3。 (2)采动后,顶煤和“老空岩石”及时垮落或移动。理论上回采煤体上方 一定范围内处于始终被“老空岩石”充填的状态。顶板主要以弯曲变形为主、部 分垮落,小于 70 度情况下底板一般不会垮落。 (3)工作面推进一定距离后,顶煤大部分得到回收, 上部“老空岩石” 充填到到本区段采空区,这在客观上也阻止了本区段采空区顶板的垮落进程。 (4)水平分段放顶煤工作面的周期来压与倾斜分层是完全不同的,支架的 矿山压力显现基本是恒定的,其矿压作用主要来自顶煤及其“老空岩石” ,而不 受煤层顶板岩石压力的直接影响。 两种采煤方法顶板岩石移动的规律也是完全不同的,主要区别是:水平分 段放顶煤工作面的本区段采空区受到上部“老空岩石”的及时充填,而不是主要 来自本区段范围顶板岩石。 2、实行顶板预裂爆破的必要性和方法 (1) “老空岩石”以上区域岩石垮落的规律类似于倾斜分层开采时后部采 空区的顶板岩石移动情况,会呈现出“类似的初次来压和周期来压”情形。但由 于顶板岩石垮落后会出现“向下移动、堆积到开采煤体上方”的趋势,工作面近 顶板始终被 “老空岩石” 充填。 另外倾角大矿压显现不明显, 顶底板不易冒落 “老 空岩石”上部采空区顶板不能及时垮落,出现大面积空顶的可能性非常大。 (2)预裂的目的。顶板预裂主要针对老顶,其根本目的是为了避免大面积 空顶,防止一旦垮落形成“暴风” 。顶板预裂是各类急倾斜煤层开采所必须要进 行的。 基本原理是:弱化顶板,破坏顶板的稳定性,使得开采煤体上部的“老空 岩石” 垮落充填到本区段采空区后, 其上部的煤层顶板失去支撑达到弯曲断裂极

19

限,能及时垮落。 (3)顶板预裂爆破的做法 炮孔布置见图。爆破参数见下表。 顶板预裂爆破钻爆参数表 炮 孔 名 称 顶 板 预 裂 孔 水平 转角 (°) 装药 炮孔 炮孔 炮孔 装药 堵塞 装药量 直径 间距 深度 仰角 长度 长度 (㎏) (mm) (m) (m) (°) (m) (m) 按要 求

0

80

60

6

11

90

4

10

预裂爆破必须编制专门设计,并严格执行煤矿安全规程规定,建议在远离 工作面 20m 外进行。顶板预裂原则上要在顶煤预裂施工后或者同时进行。 在实际生产中优化回采工艺参数、顶煤、顶板预裂爆破参数,降低含矸率, 提高回采率。 3、关于初次放顶和强制放顶 对于本采煤方法而言,3#煤层顶板属稳固性差型顶板,但是为防止出现大 面积空顶,必须对顶板强制放顶。放顶主要是针对“老空岩石”上部的老顶。初 次来压不十分明显,初次放顶问题也不十分突出。 上述采用的顶板预裂爆破, 基本可以在煤层顶板形成纵/横两个方向的“切 割线”,使老空区顶板及时垮落可以有效防止大面积空顶。 强制放顶主要发生在采空区(含上区段采空区)实际发生了大面积的空顶 的时候。防止大面积空顶关键是做好顶板预裂,通过观察及时发现不良情况。 强制放顶也是通过爆破来实现,具体是根据具体情况从现有巷道(必要时 施工措施巷)打密集深孔,装药爆破。

2.6 矿压观测
该工作面建立矿压观测系统,通过观测工作面支护质量,进行矿压预报,以 有效防止周期来压造成的危害。 20

Ⅰ、矿压观测三量内容及方法; 工作面支架,液压单体柱三量观测(初撑力,工作阻力,活立柱) ;移架前 后观测。 Ⅱ、巷道顶板位移观测,在两巷内设测点,安装测杆,每班观测测杆读数计 算出巷道顶板位移量。 Ⅲ、顶板,顶煤冒落破碎度统计,通过观测顶煤顶板的冒落块度大小,煤壁 片帮深度,炮道局部顶煤冒落宽度及高度,进行统计,分析比较后加强采煤面支 架前方的顶板管理和顶煤冒落块度的掌控。

2.7 循环方式及劳动组织
本采煤方法与传统的采煤方法在工作面作业形式上有较大的区别,即“只 放顶、不开帮”,或者可以理解为“事先全面开帮”、集中放顶煤。工作面主导 工序为“移架-放顶煤”,移架和放顶煤步距为 0.8m,移一次架+放一次顶煤, 完成 1 个循环。生产班每班 4 个循环,每日两班生产,一班准备。正常日进度 6.4m。工作面劳动组织详见表。 工作面劳动组织表 出勤人数 一班 1 2 1 1 1 1 1 4 12 二班 1 2 1 1 1 1 1 4 12 1 1 1 1 1 4 10 三班 1 合计 3 4 3 3 3 3 3 12 34

序号 1 2 3 4 5 6 7 8

工种 班长 刮板机司机 送料工 乳化液泵工 安全员 机电维修工 放炮工 打眼、攉煤、移溜、支架工 合 计

2.8 生产系统
2.8.1 通风系统
地面→主立井→1200 水平运输巷→+1230 运输顺槽→工作面→1240 回风巷→ 回风石门→回风斜井→地面。

2.8.2 运煤系统
工作面→+1230 运输顺槽→溜煤眼→运输石门→主立井→地面

2.8.3 运料系统
21

地面→主立井→+1200 石门巷→用料地点

2.8.4 排水系统
工作面→+1230 运输顺槽→主立井→中央水仓→用水泵排至地面

2.8.5 供电系统
本矿井井下高压采用 10kV 电压,低压动力配电采用 660V 电压,照明采用 127V 电压。 井下采用 MYJV22-8.7/10kV,3×35mm2 下井电缆两回,正常时两回电缆同时送电, 当一回故障时,另一回能保证井下全部负荷。 低压动力电缆除煤电钻采用 MZ-0.3/0.5 型煤电钻专用橡套电缆外其他均选用 MY-0.38/0.66 型矿用橡套电 缆。

2.8.6 采面
主要经济技术指标见表。
主要经济技术指标表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 名 称 单位 m m m t t % m m m m t 月 吨/人 吨/人 人 Kg/kt 发/kt m /kt m /kt Kg/kt 10
2 3

数 量 120 10 8.31 12000 12000 75 2.5 7.5 1.6 0.8 400 3 10 2 34 90 100

备 注

工作面走向长 工作面高度 煤层平均厚度 地质储量 可采储量 回采率 开帮高度 放顶煤高度 放煤步距 日循环进尺 工作面日产 服务年限 直接工效 全员工效 采煤队 炸药 雷管 坑木 金属网 乳化液

按最高处计

按最大计

不含掘进

2.9 避灾路线
2.9.1 水灾
22

1、火、瓦斯避灾路线:采煤工作面→运输顺槽→材料斜巷→+1200m 水平运 输大巷→井底车场→混合提升立井→地表。 掘进工作面→区段顺槽→材料斜巷→+1200m 水平运输大巷→井底车场→混 合提升立井→地表。 2、 水害避灾路线: 采煤工作面→回风顺槽→+1250m 回风石门→回风斜巷→ +1200m 回风大巷→总回风上山→回风斜井→地表。 掘进工作面→回风顺槽→+1250m 回风石门→回风斜巷→+1200m 回风大巷→ 总回风上山→回风斜井→地表。

2.9.2 工作面安全监测系统
一、工作面安全监测监控组成 工作面安全监测监控纳入矿井安全监测监控系统管理。 工作面安全监测监控设备包括: KDF-2 型本质安全型分站、 1000VA 型不 间断电源及配套本质安全型断路器、信号电缆及其他传感器组成。 KDF-2 型本质安全型分站最多可实现 16 路(模拟量)开关量信号输入 输出。可对甲烷、风速等传感器信息做超限判断,根据判断结果作出相应控 制,同时将信息传给主机。并具有甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功 能。 1000VA 型不间断电源内装备用电池, 适应波动范围大的外接电源电压, 电池容量大,可满足停电后分站满负荷工作 2 小时。 配套的本质安全型断路器与分站配套使用, 完成工作面甲烷风电闭锁功 能,并具有断电反馈功能。

二、信号传输电缆 矿井采用混合提升立井开拓, 安全监测监控下井信号电缆沿混合提升立井敷 设 , 采 用 PUYV39—1×4×1.38 的 矿 用 信 号 电 缆 传 输 ; 井 下 分 站 间 电 缆 为 PUYVR-1x4x1 型通信电缆; 井下分站至传感器间电缆为 PUYVR-1x4x7/0.28 型通 信电缆。 23

三、传感器的配备 按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》的相关规定,工作面传 感器布置如下: 1、在采煤工作面上隅角处,设置低浓度甲烷传感器一个。报警值为≥1.0%, 断电值为≥1.5%、断电范围为工作面及回风巷中全部非本安型电气设备,复电值 为<1.0%。其余传感器按煤矿安全规程规定设置。 2、在采煤工作面回风流中,采面回风巷距回采面 10m~15m 处,设置一氧化 碳传感器、粉尘传感器、低浓度瓦斯传感器各一个。 其中低浓度瓦斯传感器报警值为≥1.0%,断电值为≥1.5%、断电范围为工作 面及回风巷中全部非本安型电气设备,复电值为<1.0%。其余传感器按煤矿安全 规程规定设置。 工作面一氧化碳传感器报警浓度为≥0.0024% CO。 3、在采煤工作面回风流中、距回风巷出口 10m~15m 处,设置低浓度瓦斯传 感器、温度传感器、一氧化碳传感器和风速传感器各一个。 其中瓦斯传感器报警值为≥1.0%,断电值为≥1.0%,断电范围为工作面及回 风巷中全部非本安型电气设备。复电值为<1.0%。 工作面一氧化碳传感器报警浓度为≥0.0024% CO。 温度传感器的报警浓度为≥30℃。 4、工作面两台辅助局部扇风机设置两个开停传感器。 5、 系统装备容量应按 10%~15%留有备用量。 工作面传感器布置详见附图五。

四、传感器的布置要求 工作面除辅助局部扇风机的开停传感器之外,其它传感器应垂直悬挂,距顶 板不得大于 300mm,距巷壁不得小于 200mm,并安装在便于维护,不影响行人和 行车的位置。

3 安全技术措施
3.1 防片帮、冒顶及顶板管理安全技术措施
24

Ⅰ、在煤壁发生片帮的地段,立即采取打贴帮柱的措施,用 50mm×50mm 金属 网,并用 14 号软铁丝连接,防止因片帮增加空顶面积而发生冒顶。 Ⅱ、发生冒顶地段必须采取可靠的刹顶措施,在完全控顶后再开始移架,严 禁不刹顶而强行移架, 刹顶时, 工作地点一定要打好安全柱, 保证工作人员安全, 必要时可临时增加木垛。备料:木料 80 根、木楔子 50 个、单体柱 40 根。 Ⅲ、控制好开帮高度,合理布置炮眼,严禁超高,顶眼眼底距轮廓线要保持 在 0.2m 的距离。 Ⅳ、 顶煤冒落不好或者块度太大, 要采取预先爆破顶煤的技术措施, 孔径 40mm, 排距 1.6m,眼距 2m,眼深 8m,炮孔均向老塘方向倾斜 65°。 Ⅴ、如果顶板冒落不好,每推进 10m 时,在工作面炮道用岩石电钻向顶板打 眼,孔径Ф 80mm(狼牙棒钻头) ,眼深 15m,眼距 4m 炮孔向老塘方向倾斜 65°, 强制放顶。 Ⅵ、采用强制放顶方法处理采空区时,工作面必须加强支护,沿放顶线在工作 面上、中、下部各加设一个木垛。 Ⅶ、工作面开帮放炮顺序由下往上,炮孔封泥长度不低于炮孔全长二分之一。 每开 5 架距离,必须结网伸前梁及时支护。 Ⅷ、在爆破顶板、顶煤过程中,如发现炮孔与老塘打通,必须用炮泥把孔顶部 封死,封死部分长度不小于 1m,隔绝老塘,再装药放炮。 Ⅸ、工作面放炮前,工作面前方 20m 两巷必须加强支护。 Ⅹ、工作面放炮前,全体人员必须撤到距工作面端头 100m 以外的安全地点, 并在两巷设好警戒,放炮前发出信号。 Ⅺ、严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度,否则禁止放炮,放炮后洒水 降尘。 Ⅻ、放炮后,进入工作面首先敲帮问顶,确认无危险后,迅速挂顶网,并伸出 支架前伸梁。 ⅩⅢ、时刻注意顶底板情况,凡发现来压,跨落频繁时立即撤离作业现场,等 顶板稳定后再进入作业地点确认无危险后方可操作, 移架或移梁时操作人员要站 在支架、支柱上方靠煤壁侧。支架、单体柱下方不得站人。

3.2 移架、打单体、放顶煤的安全措施
Ⅰ、移架前清理好架前、架间和架底的浮煤、电缆、胶管悬挂整齐,观察好 周围人员并打好招呼, 设专人监护, 同时移该支架时临近支架不得进行其它操作。 Ⅱ、支架、单体柱均要编号管理。 Ⅲ、支架、单体柱出现跑、冒、滴、漏现象应及时处理,严禁带病作业。 Ⅳ、移架或操作单体柱前,首先检查顶板情况,确认无危险后方可操作,操 作人员要站在支架、支柱上方靠煤壁侧,支架、单体柱下方不得站人。

25

Ⅴ、移架和撒、打超前支护必须两人一组操作,一人操作,一人监护,严禁 单人操作,移“四对八梁”端头支护要三人一组,两人操作,一人监护。 Ⅵ、液压支架间要用钢丝绳连结,坡度较大的地点、支架前下方要打好戗柱, 防止支架下滑、倒架、咬架。 Ⅶ、一般情况下,不得随意降、移支架,降、移支架要经过带班班长同意。 Ⅷ、移架操作顺序 ⅰ、先移左梁,左梁支柱卸载,先降后柱再降中、前柱。 ⅱ、推移千斤顶活塞杆伸出、左梁前移。 ⅲ、左梁支柱升柱,次序,前、中、后柱,支撑顶板。 ⅳ、前探梁卸载,收回。 ⅴ、右梁支柱卸载,先降后柱,再降中、前柱。 ⅵ、推移千斤顶活塞杆收回,右梁前移。 ⅶ、右梁支柱升柱、支撑顶板,完成移架过程。 Ⅸ、当发生架前、架间冒顶时,应带压移架,必要时用单体柱辅助。 Ⅹ、放煤前应设专人剪通金属网放煤口,自下而上,多轮,循环放。 Ⅺ、超前顺槽刮板输送机机尾必须打好两根压柱,防止翻机尾伤人,发现溜 槽脱节,飘链,断刮板、掉销子等情况,必须立即停机处理,每天必须掐机尾一 次。 Ⅻ、当放顶煤中混有大块矸石时,捡出抛入老塘大块煤用大锤砸碎,以防堵 眼。 ⅩⅢ、严禁支架出现不接顶现象,如有空顶,必须用木料背实刹紧。

3.3 泵站及液压系统安全措施
Ⅰ、泵站工必须按操作规程操作,并做好工作记录。 Ⅱ、泵启动前,首先检查各零件有无损坏,各连结螺丝是否紧固齐全,润滑 油位是否正常,各种保护装置是否齐全,否则禁止开泵。 Ⅲ、泵启动前应先放液,确认无气体后,方可开泵。 Ⅳ、泵启动后,注意听、视、观察泵的运行情况,严禁带病作业。 Ⅴ、非泵工不得任意调泵、泵工司机不得脱岗,要做到每班加乳化油,定期 把泵检修好,不得任意开、停泵,乳化液浓度保持在 3%—5%。 Ⅵ、泵的卸载阀,安全检查阀整定值不得随意调节,卸载阀整定值不得超过 19.6Mpa。 Ⅶ、加强泵及其系统的卫生管理,泵箱过滤器应定期清洗,各种胶管、元件 应保持清洁,泵箱筛网要坚持使用,严禁泵盖随意打开。

3.4 运料安全措施
Ⅰ、运料时注意不得损坏电缆线,管路和其它设备。 26

Ⅱ、运料过+1250 水平两道风门时,不得同时打开,并随手关好门。 Ⅲ、不得碰倒或碰坏支护设备。 Ⅳ、绞车司机持证上岗,绞车用双压柱打牢,绞车运行时,司机必须在场。 Ⅴ、运料时做好自保和互保工作。 Ⅵ、尽可能不用溜子运料,确需用时必须制定安全措施,审批后学习贯彻后 再用。

3.5 运煤安全措施
Ⅰ、溜子司机要持证上岗。 Ⅱ、需停、开溜子时,要发出停、开溜子信号。 Ⅲ、溜煤眼周围设护栏,防止人员坠入溜煤眼。 Ⅳ、溜子道要有不窄于 0.7m 的人行道,跨溜子处要有过桥,溜子机尾打双压 柱。 Ⅴ、电瓶车司机持证上岗。 Ⅵ、运煤串车要前有照明,后有尾灯,过弯道时要发出警示信号。 Ⅶ、溜煤眼如被大块煤卡住,确需爆炸处理时,必须使用安全被筒炸药,且 每次用量不超过 150g。

3.6 机电设备维护保养技术措施
Ⅰ、电气设备的检查、维护、修理必须由专职的机修工和电工负责,其他人 员不得检修电气设备。要坚持停电申请制度,做到谁停电谁送电。 Ⅱ、加强系统网络绝缘检查摇测,发现网络绝缘降低应立即停电处理,修复 后方可送电检漏继电器必须灵敏可靠,任何人任何地点严禁甩掉不用,对运行中 的检漏保护装置要认真检查试验。 Ⅲ、井下电气设备应无积尘、无埋压,且必须上架。 Ⅳ、严禁敲砸电气设备,并做到及时搬迁,回收。 Ⅴ、机器外露的转动部分(如齿轮等)必须加防护罩或遮挡,防止触碰发生 危险。 Ⅵ、不准带电检修,搬迁电器设备必须切断电源。所有开关把手在切断电源 时都应闭锁,并悬挂“有人工作,不准送电”牌板。 Ⅶ、设备严禁带病运转,严禁超载运转。 Ⅷ、手持式煤电钻的操作手柄和电缆等接触应绝缘良好。 Ⅸ、超前顺输顺槽掘进坚持使用“风电闭锁” 。 Ⅹ、井下电缆必须悬挂整齐,垂度必须符合要求。 Ⅺ、电钻打眼前先试开检查运转情况,再打眼。电缆不能生拉硬拽。 Ⅻ、机电设备坚持“三无、四有、两齐三全、三坚持”即: 三无:无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头; 27

四有:有过流保护、漏电保护、有螺钉和弹簧垫圈有密封圈和挡板、有接 地装置; 两齐三全: 电缆悬挂整齐、 设备硐室清洁整齐、 防护装置全、 绝缘用具全、 图纸资料全; 三坚持:坚持使用检漏继电器、坚持使用综合保护、坚持使用瓦斯电和风 电闭锁装置。 ⅩⅢ、输送机不得超负荷运行,各种保险丝及其装置要符合规定,不准用其 他导线和设备代替。 ⅩⅣ、保证接地、检漏系统完好。 ⅩⅤ、完善通讯、信号系统,保证通讯信号灵敏可靠。

3.7“一通三防”及放炮安全措施
Ⅰ、设专人管理通风设施和安全监控系统,发现损坏及时维修更换,保证其 正常使用。 Ⅱ、按时测定工作面风量、风速,使之符合设计要求。 Ⅲ、瓦检员每班必须两次检查工作面、掘进迎头及进、回风流中的有害气体 浓度,如果有害气体超限,按《煤矿安全规程》中第一百三十六条、第一百三十 八条、第一百三十九条执行。并汇报调度室。 Ⅳ、保护好“一通三防”设施及监控系统,严禁随意损坏。 Ⅴ、严禁将风门随意打开。 Ⅵ、回采前期因采面和超前顺槽掘进在同一煤层中,布置独立通风有困难, 因此采用串联通风,但必须严格按《煤矿安全规程》第一百一十四条严格执行。 Ⅶ、班长、放炮员、瓦检员严格执行“一炮三检” “三人连锁”放炮制度,并 使用瓦斯报警仪。 Ⅷ、放炮坚持使用水炮泥。 Ⅸ、放炮母线必须扭结成短路,放炮母线放炮后要收起。 Ⅹ、爆破必须使用 3 号煤矿安全炸药,如使用瞬发电雷管需重新编制爆破设 计。 Ⅺ、炸药和电雷管必须分开存放在专用爆炸材料箱内,并加锁,严禁乱扔、 乱放。爆破时必须把爆炸材料放到警戒线以外的安全地点。 Ⅻ、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得 手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉前端脚线将电雷管抽出,抽出单 个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。 ⅩⅢ、爆破后,待工作面的炮烟被吹散,放炮员、瓦检员和班长首先巡视工 作面,检查通风、瓦斯煤尘、顶板,并仔细验炮,看有无拒爆、残爆等情况,如 有危险情况,必须立即处理。

28

ⅩⅣ、工作面出现瞎炮时,放炮员和班长必须按《煤矿安全规程》第三百四 十二条规定认真处理,当班必须处理完毕,否则不准交接班。 ⅩⅤ、回风巷有局部地段巷道底板冒气泡,回采接近该处时,要特别小心, 瓦检员跟班检查,必要时用长钻杆先探后采,并观察水情。 ⅩⅥ、瓦检员要对工作面放煤线、上隅角等处进行瓦斯检查,如达到 1%,停 止工作进行处理。 ⅩⅦ、严禁在老塘内爆破,放煤口如果被大块煤矸堵住,不得采用爆破的方 法处理。 ⅩⅧ、工作面放炮时,必须对立柱及液压系统采取切实可行的防炮崩措施。 ⅩⅨ、根据相关资料 3-4 煤层属自燃煤层,自燃发火期 3-6 个月。本工作面 预计生产期为 2009 年 3 月--2009 年 9 月。为预防回采过程中采空区浮煤自燃、 发火,还需采取以下措施: ⅰ、加快工作面推进速度,争取 2009 年 8 月底将工作面回采工作结束。 ⅱ、加强预测预报工作,出现发火预兆(温度、水温升高、气体情况、有 煤油味、煤壁挂汗等)及时汇报有关领导决定采取有效防灭火措施处理。 ⅲ、工作面推进过后,超前运输顺槽与运输巷之间的溜煤眼、通风行人眼 要及时封闭,并在运输巷打密闭,阻止向采空区漏风。 ⅳ、回采过程中,尽可能使采空区顶板冒落充分,有效的将浮煤掩埋。 ⅴ、如发现一氧化碳气体,立即封闭注氮。 ⅵ、回采结束后,沿停采线进回风巷打两道永久性防火密闭。

3.8 工作面防治水安全措施
一、矿井基本情况 (一)开采情况及采空区分布 井田赋存 1#、 2#和 3#三层煤, 目前, 矿井开采涉及到+1260m~+1200m 标高。 3#煤层+1260m 水平以上已经全部采空,其余均未开采。 井田西翼有一原有老井, 于 2008 年 4 月 27 号封闭, 开采标高为+1621.45m~ +1419.86m,根据矿方提供的资料,老井巷道布置及采空区情况该矿已经完全清 楚, 目前采空区及巷道没有积水情况, 见采空区分布图 (第二章第三节图 2-3-1) 。 (二)矿井水文地质分析 1、地表水 井田东界外的东沟河为季节性流动的河流,其补给主要源于北部的雪山融 雪水。河流在由北往南的运移过程中,部分河水可通过地表风化、构造裂隙侧向 29

补给井田地下水,使得井田地下水与地表水之间产生了一定的水力联系,但东沟 河水对井田地下水补给非常微弱。 另外, 井田北部为大面积的农田, 灌溉浇水时, 从东沟河引来的河水可通过河渠流入田地, 亦使得井田地下水与地表的农田灌溉 水产生水力联系,两者之间后一种的水力联系在夏、秋两季表现比较突出。根据 矿方提供的资料,目前该矿已经在井田北部修建了隔水渠,切断了大部分灌溉水 与井田地下水的联系,农田灌溉水对矿井涌水量的影响有限。 2、含水层和隔水层 (1)第四系透水不含水层 由全新统的冲洪积物组成,覆盖整个井田。冲洪积物主要由砂、亚砂土、 碎块组成,平均厚度为 5.80m。虽透水性较好,但分布位置较高,不具储水条件, 为透水不含水层。 (2)中侏罗统西山窑组孔隙、裂隙弱含水层 井田内仅在两个塌陷坑处出露此地层, 岩性主要由细砂岩、 (泥质) 粉砂岩、 泥岩及煤组成,地层产状南倾,岩层倾角 67°~75°。此含水层主要接受井田 东西部农田灌溉水的补给,次为大气降水、融雪(冰)水的渗透补给。 3、充水因素分析 (1)过分布在井田东西部的两条灌溉渠道浇灌农田,这使得农田灌溉水经农 田渗透补给到煤系地层中而使矿床充水。经分析,农田灌溉水是目前井田矿床充 水的主要因素之一。 (2)大气降水、雪融水亦可通过第四系松散物或地表风化、构造裂隙进入到 第Ⅱ含水层,通过煤层顶底板进水对矿床充水。但补给有限。 (三)探放水情况 矿井一直对+1260m 水平以上的采空区积水进行“积极疏放、长期观测” ,开 采区段的上部采空区情况基本清楚, 积水基本排除。 现矿井主要是进一步实施 “长 期疏排” 。 二、1250m~+1240m 区段开采防水安全措施 (一)日常防治水措施

30

1、井田范围采空区上部的塌陷坑及裂隙带周围必须设防洪沟,上部的塌陷 坑必须及时回填,防止雨水及洪水汇集大量进入井下采空区。 2、探水巷道必须在探水钻孔有效控制范围内掘进。每次探水后,掘进前, 应在起点处设置标志。 3、探水巷道支护必须牢固,顶、帮背实,有较强的抗水流的冲击能力。 4、严格执行“四不掘进”制度:a、当工作面或炮眼有突水征兆时;b、探 水孔超前距离不符合规定时;c、掘进头支架不牢或空顶时;d、排水系统不正常 时。 5、探到积水后,应复核原有积水资料,确定放水量及防水孔个数,进一步 调整排水能力, 使排水系统符合 《煤矿安全规程》 的要求, 并清理好水仓和水沟。 6、派专人监视放水情况,记录放水量和水压,分析采空区可能的积水量, 发现水压升高、水量下降等异常及时处理。 7、加强放水地点的通风,增加有害气体的检测次数,安设瓦斯警报器。 8、建立井上、下水文动态观测网,避灾路线、报警系统等。 9、矿井必须以“预测预报、有疑必探、先探先掘、先治后采”为原则,并 根据矿井水害实际情况制定相应的“防、堵、疏、排、截”综合防治措施。 (二)+1250m~1240m 探放水的具体措施 1、探放水的目的 主要是预防+1250m~1240m 区段以上采空区大量积水, 防治大量采空区积水 进入直接涌入工作面,影响安全生产。 2、探水巷道的布置 矿方在+1200m 标高向西掘进 3#煤层+1200 水平运输巷,掘进至井田西侧保 护煤柱处,由于井田西侧边界外有条灌溉渠并且有简易公路通过,为了保护井田 西侧的简易公路且加强煤柱防水作用,设计在按 70°移动角留设了河渠及公路 保护煤柱,距边界侧公路 20m。本设计利用矿方掘进的+1200 水平 3#煤层运输巷 作为探水巷道,在靠近保护煤柱一端向采空区打 2 个探水钻孔,钻孔直径 D43, 上端联至到+1260m 标高上采空区,下端到+1200m 水平探水巷。钻孔设有套管,

31

其中上端用铁丝网和卵石覆盖, 管口标高+1259.5m, 利于积水泄放。 (详见图 4-4-1 疏干放水钻孔布置图) 2、+1250m~1240m 探放水方法 从矿井现有探水情况及探水效果看, 开采区段的上部采空区情况基本清楚, 积水基本排除。因此,+1240m 区段开采发生高强度突水的可能性很小。防水安 全措施主要在对采空区积水进行“积极疏放、长期观测” 。具体方法如下: a、对掘进与回采工作顶板、底板、侧帮和前方端头的地质构造、含水层及 废弃巷道积水的具体位置、产状和突水的可能性等做事先探查工作,当采掘工作 面接近含水层、导水断层,有积水的废旧井巷或采空区以及其它可能突水的危险 区时,都必须打超前探水钻孔,长探短掘的措施,探水钻用 MYZ—100 型液压探 水钻机。 一般在距可疑突水源 60m 以外,在推进中的工作面打探水钻。钻孔深度应经 常使工作面前保持 5~20m 厚的岩壁,钻孔数目一般不少于 3 个(断层水和强含 水层可用 1 个) ,成扇形布置。钻孔直径应小于 75mm,以便遇水时能及时加以控 制。 b、沿工作面推进方向每隔 20 米探测上部采空区内的淤泥和水积存情况。探 测清楚,方可实施回采。 c、回风顺槽设置探放水钻孔,对上部老空区实施探放水和水文观测。探放 水必须含盖全部采空区。 d、加强对既往采空区积水的疏导,防止放水管堵塞。 e、采掘工作接近勘探钻孔时,应注意检查封孔质量,严防钻孔导水。 f、生产中应严格执行《防治水规定》 。 g、工作面作业规程中详细制定采空区发生突然大量涌水/淤泥的处理预案。 h、+1200m 水平泄水巷利用局部通风机供风,必须有两台局部通风机,一用 一备,保证有效供风。设置瓦斯、一氧化碳等有害气体传感器,增加检测次。 三、其他区段防水安全措施 矿井自上至下开采各个区段,是在原有的新采空区的基础下开采,工作面必

32

须执行“有疑必探,先探后掘”的原则。特别是掘进区段巷道时,应每隔 20m 向 上部采空区打钻孔探水。 开采下区段时,应在工作面的所在标高找到+1200m~1260m 的泄水钻孔和泄 水管,切断钢管,并按上述的做法处理泄水管端。 补充措施 采煤工作面综合防尘措施 防尘水源:地面静压水池管路。 地面静压水池管路----主立井----+1200 水平井底车场----+1200 水平石门 巷道----+1230 区段轨道上山----+1230 区段顺槽巷道----掘进工作面;用 1 寸 铁管送到工作面。 在工作面迎头安装一个三通。 并安装喷雾装置。 进行喷雾洒水。 采用水泡泥、装煤洒水、冲刷巷壁等综合防尘措施。

33

34


相关文章:
采煤作业规程(范本)
采煤作业规程(范本)_冶金/矿山/地质_工程科技_专业资料。煤矿采煤作业规程煤矿采煤安全管理--13【采煤(壁式)--5.1—4(1)】 规程贯彻学习记录 应参加 人员职务...
煤矿综采工作面回采作业规程_图文
煤矿综采工作面回采作业规程_冶金/矿山/地质_工程科技_专业资料。编号:SXXYHG-HC09-1 综采工作面作业规程 采煤工作面名称: 施编执工制行单日日位: 期: 期: ...
煤矿回采工作面作业规程
煤矿回采工作面作业规程_能源/化工_工程科技_专业资料。煤矿回采工作面作业规程 090105 回采工作面作 业规程 平遥县松山底煤矿 2007 年 9 月 30 日 目录一、 ...
残采采煤作业规程
残采采煤作业规程_调查/报告_表格/模板_实用文档。煤矿残采工作面作业规程 运输系统 一、运输设备及运输方式: 采用掘进割煤,防爆装载机装煤;矿井采用防爆胶轮车 ...
煤矿采煤工作面作业规程
煤矿采煤工作面作业规程煤矿采煤工作面作业规程隐藏>> 沐川县宇业煤矿 采煤工作面作业规程矿 井名称: 沐川县宇业煤矿 工作面名称:2607 机道对拉采煤工作面 矿长:...
煤矿采煤作业规程2
1134炮采作业规程 80页 免费如要投诉违规内容,请到百度文库投诉中心;如要提出功能问题或意见建议,请点击此处进行反馈。 煤矿采煤作业规程2 煤矿获奖 作业规程煤矿获奖...
煤矿采煤工作面作业规程样本
煤矿采煤工作面作业规程样本煤矿采煤工作面作业规程样本隐藏>> 采煤工作面作业规程 工作面名称: 施工单位: 负责人: 编制人: × ×年 煤 矿 月日 会审单位及人...
煤矿作业规程指南 新
工程质量不得低于《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》 ,编制格式应 参照本管理办法采掘作业规程样本。 第十条 采煤工程技术人员必须在工作面开工前 1 个月...
煤矿采煤作业规程范本
煤矿采煤作业规程范本_能源/化工_工程科技_专业资料。煤矿采煤作业规程范本。编号:CMⅡ(水平)Ⅵ(采区)2010-( )-队组编号 新强煤矿 采煤工作面作业规程 工作面名...
煤矿采煤工作面作业规程
xxxxx 煤业有限责任公司 (xx 煤矿) 采煤工作面作业规程 工作面名称: 编制人: 审核: 矿长: 公司技术负责: 编 制日期 :2009 年执 行日期 :2009 年月月日日 会...
更多相关标签: