甲龙残采工作面措施

荔波县甲龙煤矿2#、3#、4#、5#残采上山回收残煤安全技术措施二O一三年十一月汇审栏职务姓名会审时间职务姓名会审时间矿长调度科生产矿长探水队长安全矿长技术负责人机电矿长编制工程师汇审意见:培训人：培训时间：参加学习人员参加学习人员参加学习人员参加学习人员2#、3#、4#、5#残采上山回收残煤安全技术措施一、工程概况：距回风斜井96m往北的1101回风巷间距15m沿真倾斜方向往西分别布置1#、2#、3#、4#、5#原有残采上山，（原有1#上山已垮塌，不再采取措施维修），2013年11月12日，已向矿职工贯彻学习了《探水上山维修施工的安全技术措施》，目前2#、3#探水上山分别维修约27m与23m至煤壁，4#、5#上山待维修，为准确掌握上部采空区积水情况，有效防范维修期间透水安全事故的发生，已贯彻实施探水上山探放水安全技术措施，为保障回收残煤安全顺利进行，特制定2#、3#、4#、5#残采上山回收残煤安全技术措施如下，贯彻至现场施工人员、特种作业人员。务必严格遵照执行。一、采矿工艺当残煤上山维修至80m，2#、3#、4#、5#残采上从出山往近山（从北往南）方向推进，工作面支护采用带帽木柱或矿柱，带帽点柱，排柱距1.0m×0.8m，最大控顶距5.0m，最小控顶距3.0m。并在控顶线最后排加密集支柱，柱距为中对中0.4m。回柱循序从上往下进行。由于残采工作面，因此，沿走向、倾向每8m留设1.5m×1.5m的矿柱（附采矿方法图）。第三章采煤方法及工作面顶板支护图（一）采矿方法1、巷道布置:防爆柴油机车牵引轻车至布置的1104采矿工作面开切眼往南运输大巷，人工在该地点直接回车放货装车，机车再在车场牵引重车经运输大巷，经主平硐至地面翻货场。运输大巷作为进风系统（按5‰坡度布置）；从1104采煤工作面经回风巷至回风大巷至总回风井筒形成1104采矿回风系统，初充分利用4#抽坡作为初采开切眼。2、回采工作面布置:工作面按走向长壁布置，下部布置超前配风平巷（行人安全巷）、入风眼、和临时溜矸眼，超前配风巷和下部运输大巷通过风眼相连，以此形成1104硫矿层采矿工作面的各个生产使用环节系统，工作面倾斜6°。保护大巷煤柱留5-8m，工作面前方总保持有2-3个超前风眼，形成“三眼两巷”。3、采煤方法的选择：根据《开采设计方案》、《安全专篇》及矿层赋存特点，本工作面采用倾向俯伪斜走向长壁后退式采煤法；为防止采空区侧大面积窜矸，结合分段走向内错式走向密集支护布置，爆破落煤。DW16/200-100金属单体液压支柱配合HDJA-1000金属铰接联合支护控制顶板，全部垮落法管理采空区。4﹑回采工艺流程：（1）、落煤、装煤、运煤:工作面采用风煤钻打眼，分段爆破落煤，煤经工作面溜槽经人工助溜（600mm铁皮溜槽）至放煤眼装车，柴油机车将重车牵引外运。（2）、支护及顶板管理采场支护为单体液压支护，选用DW16—200/100型单体液压支护与HDJA-1000型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，正悬臂走向棚支护，沿真倾斜6m（伪倾斜约10m）在原有走向棚柱增加点柱设置成一排密集支柱，支柱间距0.20.3m，每排密集支柱沿走向长约4m，密集支柱随工作面推进前添后回，两排密集支柱间成内错式布置，详见工作面支护布置示意图。工作面采用“三、四”控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.0m，柱距0.7m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。工作面顶板及采空区侧采用长1m，宽8cm的楠竹片间距20cm结合竹芭折（长1m，宽0.5m）搪顶，必须搪背严密。在工作面切顶线的支柱中间增加密集支柱（使用木楔带帽）或戗柱。柱窝深度不低于20cm。5、作业形式及循环方式⑴作业形式：采用“三班采煤，边采边准”，实行“三八”工作制。⑵循环方式：每小班约1循环，每小班采长约46m(真倾斜长)，日昼夜3循环，日推进度3.0m，日产量约270t，循环率90%，月产量约7290t。（二）工作面顶板支护图（11202采煤工作面布置图——示意）第四章回采工艺一、落煤方法采用炮采、手镐落煤，伪顶随回采时垮落的采煤方法。爆破说明书名称位置角度眼深（m）眼数(个)每眼药量（kg）封泥长度(m)循环消耗备注距顶（m）距底(m)水平(°)垂直（°）炸药(kg)雷管（个）顶眼0.41.065仰151.2640.30.619.264大串联，工作面一次放炮每次限5m。（炸药3Kg,瞬发电雷管10个）底眼1.00.465俯151.2640.30.619.264合计12838.4128二、工作面支架及规格的选择1、普通支架：采场支护为单体液压支护，选用DW16—200/100单体液压支柱与HDJA-1000型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，工作面采用“三、四”排控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.0m，柱距0.7m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。工作面顶板及采空区侧采用长1m，宽8cm的楠竹片间距20cm结合竹芭折（长1m，宽0.5m）搪顶，必须搪背严密。在工作面切顶线的支柱中间增加密集支柱或戗柱。柱窝深度不低于20cm。沿真倾斜6m（伪倾斜约10m）在原有走向棚柱增加点柱设置成一排密集支柱，支柱间距0.20.3m，每排密集支柱沿走向长约4m，密集支柱随工作面推进前添后回，两排密集支柱间成内错式布置，煤壁侧及行人侧预留空位。2、特殊支架：11202运输巷煤壁向外20米用DW22—200/100单体液压支柱配合HDJA-1000金属铰接顶梁成两排或在两架矿用工字钢棚之间加一架矿用工字钢钢棚形成密超前支护。（回风巷顶梁宽度为1.2m，考虑安装采空区抽放管道及行人安全，根据我矿回风侧顶板下沉量长期观测及俯伪斜开采特点，往回风巷方向10m内可用一排；如顶板压力较大，必须采取刷帮安全措施，超前支护必须使用两排）。对原有11#矿用工字钢棚进行加固（排距0.8，柱距1.0m），保持超前距离不少于20m。工作面切顶线在支柱中间必须采用密集支柱或戗柱。3、临时支护：工作面放炮后应及时挂梁，并每隔0.7m支护一根单体。4、回采工作面支架选择论证①支柱与顶梁的选择：最大采高：1.5m,最小采高1.3m顶底板最大移近量Hmax=80mm，铰接顶梁厚度h1=95.50mm；柱窝h2=200mm；搪顶竹片h3=30mm。最大支撑高度H大=Mmax+h2-h1-h3=1500-95.5+200-30=1574.5mm最小支撑高度H小=Mmin-Hmax-h1+h2-h3=1300-80-95.5+200-30=1294.5mm所以：选择支柱型号为DW16-200/100型（支撑高度在.1.2m-1.6m）②支柱强度：p值计算Ⅰ按8倍采高计算p=8mr·9.8=8×1.5×2.3×9.8=270.48KN/m2式中:p--支护强度KN/m2m--工作面最大采高m，取1.5r--直接顶容重t/m3,取2.3g--冒落高度为4-8倍,取8Ⅱ按单位面积计算p值P=e﹒m﹒L﹒r﹒cosx/L1（Kp-1）﹒9.8=1.5×1.4×6.2×2.3×cos43°/4.2(1.2-1)×9.8=266KN/m2式中:e--周期来压的安全系数,取1.5m--平均工作面采高m,取1.4mL--L1+L2=6.2L1=采场最大控顶距L2=采空区悬顶距(≦2m)r--上覆岩层平均比重,取2.3t/m3x--煤层倾角(度)Kp--垮落岩石碎胀系数取1.2通过计算可知,支护强度应取270.48KNⅢ支护密度的计算N=p/r=270.48/200≈1.3524根/m2式中:p--支护强度KNr--支柱额定工作阻力300KNⅣ支柱柱距、排距的确定A由于采面使用HDJA-1000型铰接顶梁，故支柱排距为1.0m;B柱距的确定d=1/n﹒1.0=1/1.3524×1.0≈0.7394m为确保回采工作面安全生产,考虑相关因素的影响,使支承能力减小,承载能力考虑一定的富有系数,故该面支柱柱距为0.7m，则该采面实际支护密度：N=1/b×1=1/0.7×1.0=1.43根/m2则:支柱阻力P阻=p/n=270.48/1.43=189.1KN/根则P阻=189.1KN/根P=200KN/根所以,工作面柱距1m，排距0.7m，符合所选现有单体支承能力的要求。三、顶板管理方法采用全部垮落法管理顶板，工作面作业形式“三班采煤，边采边准”即支柱与放顶两个主要工序在空间上错开一定的安全距离（支柱超前于放顶不少于20m），不得平行作业。顶板支护采用见“四控放一”的方式进行工作面顶板管理。1、最大控顶距4控4.2米，最小控顶距3控3.2米2、放顶步距1控1.0米初次放顶悬顶面积超过1控，正常回采推进后悬顶面积超过5m²必须实行强制放顶措施。四、劳动组织1、劳动组织形式：专业和综合作业相结合的形式。2、作业形式：采用“三班采煤，边采边准”，每小班完成一个正规循环，实行“三八”工作制，即早班8~16点，中班16~0点，晚班0~8点，每10天倒班一次。3、劳动组织配备表劳动组织配备表序号工种一班二班三班小计1班长（正、副）11132打眼工22263放炮员11134清煤工（兼运料工）22265支护工22266回柱工22267调度绞车司机11138机车司机11169瓦检员、安全员2226合计14141442五、循环作业图表六、安全出口规定、防滑、防倒柱措施11202运输巷煤壁向外20米用DW22—200/100单体液压支柱配合HDJA-1000金属铰接顶梁成两排或采用两棚矿用工字钢棚之间加一棚料形成超前20m加密支护（考虑回风巷安装采空区抽放管道及行人安全，根据我矿回风侧顶板下沉量长期观测及俯伪斜开采特点，往回风巷方向10m内可用一排；如顶板压力较大，必须采取刷帮安全措施，超前支护必须使用两排）。由于采煤工作面煤层倾角在40—48°（平均43°，调整成俯伪斜在30°）。为防滑及便于行人，靠煤壁第二排支柱与第三排支柱（两颗平行支柱之间）采用规格为厚不低于5cm、长度1.4m—1.5m的木板做人行梯步。潮湿地段排距间支柱亦如此安装，以防止推底造成支柱滑倒。单体支护后，为防止支柱滑倒，必须在每排支柱棵棵采用直径为5mm的钢丝绳用缠绕法套牢在支柱顶端，形成连接整体。及时用8#铁丝系好单体与金属铰接顶梁，系紧系牢，防止松动，在回柱未完全卸压时，严禁拆掉铁丝。放完炮后，及时将铰接顶梁挂好。放炮放倒的单体必须及时扶好打紧，并缠绕好钢丝绳，系好防倒铁丝，方可出煤。工作面过铝土岩、底板遇粘土岩，视情况制定专项安全措施。第五章生产系统及风量计算一、主要生产系统流程1、运煤系统：工作面(煤自溜)→放煤眼(人工装车)→西C12集中运输大巷(机车)→主平硐(机车)→地面筛选车间。2、通风系统：（1）、新鲜风：主平硐→西翼C12集中运输大巷→11202运输巷→11202回采工作面；（2）、乏风：11202回采工作面→11202回风巷→西翼C12集中回风巷→总回风。3、运料系统：地面材料→主平硐→西翼C12集中运输大巷→11202运输巷→11202回采工作面。4、供电系统：地面配电房→主平硐→西C12集中运输大巷→运输一石门机电集中点（后期运输二石门机电集中点）→工作面。5、供水系统：地面防尘水池→风井→西翼C12回风大巷→11202回风巷→11202回采工作面；地面防尘水池→主平硐→西翼C12集中运输大巷→11202运输巷→11202运输配风巷。二、风量计算1、按最多出勤人数计算：Q＝4N＝4×14＝56(m³／min)2、按一次放炮最多炸药量计算：Q＝25A＝25×3.0＝75（m³/min）3、按瓦斯涌出量计算：Q＝100qk＝100×0.9×2.5＝225（m³/min）式中：k—采面瓦斯涌出不均衡通风系数取2.5A--次放炮最多炸药量(㎏)N—最多出勤人数q—工作面绝对瓦斯涌出量300×0.3%（m³∕min）4、风量验算：（1）最大风速验算：Vmax﹦4×60×5.18﹦1243.2m³∕min；（2）按最小风速验算：Vmîn﹦0.25×60×5.18﹦77.7m³∕min（工作面断面积平均为5.18m²