最新采煤工作面矿压观测总结

最新采煤工作面矿压观测总结
最新采煤工作面矿压观测总结

2015年1月份矿压观测总结

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211302工作面1月23日开始生产,截止到1月底,211302工作面机头累计3

推进51.2m;机尾累计推进48.6m。工作面初次来压分布不均衡,压力分段显现,4

来压时顶板破碎,煤帮有破断的声音,部分支架安全阀打开。

5

(1)由上部测站(133#、148#、162#支架)矿压观测数据统计分析可知,上6

部测站顶板初次来压步距为30.6~34.3m,三支架平均初次来压步距为32.58m。7

顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN,平均动载系数为1.32。来压持续8

长度为0.8~5.6m,三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大,9

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,上部工作面整体状况10

良好。

11

(2)由中部测站(58#、74#、90#、109#支架)矿压观测数据统计分析可知,12

中部测站顶板初次来压步距为20.6~25.8m,三支架平均初次来压步距24.2m。

13

顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN,平均动载系数为1.36。来压持续14

长度为0.8~4.8m,三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大,15

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,中部工作面整体状况16

良好。

17

(3)由下部测站(14#、27#、42#支架)矿压观测数据统计分析可知,下部18

测站顶板初次来压步距为28.2~32.3m,三支架来压步距平均值为30.86 m。顶19

板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN,平均动载系数为1.70。来压持续长20

度为0.4~14.2m,三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大,工作21

面端头煤壁略有片帮,回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,下部工作22

面整体状况良好。

23

现场矿压监测表明:基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显,来压次序24

一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异,下部来压比上

25

部强烈,这主要与采空区冒落程度有关,应加强对工作面下部支架支护质量的26

管理。但总体来说,211302工作面基本顶来压并不强烈。

27

工作面在推进过程中,存在顺槽老塘的悬顶情况,并适当在排头支架放煤,28

拆卸两顺槽锚索,控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理,保证端29

头和1#支架、超前单体的支护质量,保证单体液压支柱迎山有力;回、支支柱30

时首先观察接顶材料是否可靠,有无坠落的危险;保证每班的巡查工作,发现31

隐患及时处理。

32

周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈,部分支架安全阀卸载,支架工作阻33

力较大,支架工、煤机司机要相互配合,控制采高,并保证支架初撑力;确保34

工作面的推进速度,并随时观察煤壁片帮,顶板破碎情况,发现意情及时汇报。

35

2015年11月份矿压观测总结

36

截止到11月底,211302工作面机头累计推进1580.6m,当月推进158.2m;机37

尾累计推进1580m,当月推进153.4m。工作面周期来压13次,来压步距在11.9m 38

左右。211302工作面周期来压分布不均衡,压力分段显现,75#—105#支架段先39

来压,来压显现明显,来压时顶板破碎,煤帮有破断的声音,部分支架安全阀40

打开。

41

(1)由上部测站(133#、148#、162#支架)矿压观测数据统计分析可知,上42

部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m,三支架平均周期来压步距为12.58m。

43

顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN,平均动载系数为1.58。来压持续44

长度为0.8~5.6m,三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大,45

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,上部工作面整体状况46

良好。

47

(2)由中部测站(58#、74#、90#、109#支架)矿压观测数据统计分析可知,48

中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m,三支架平均周期来压步距11.12m。

49

顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN,平均动载系数为1.52。来压持续50

长度为0.4~8.2m,三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大,51

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,中部工作面整体状况52

良好。

53

(3)由下部测站(14#、27#、42#支架)矿压观测数据统计分析可知,下部54

测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m,三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板55

来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN,平均动载系数为1.70。来压持续长度56

为0.4~14.2m,三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大,工作面57

端头煤壁略有片帮,回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,下部工作面58

整体状况良好。

59

现场矿压监测表明:基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显,来压次序60

一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异,下部来压比上61

部强烈,这主要与采空区冒落程度有关,应加强对工作面下部支架支护质量的62

管理。但总体来说,211302工作面基本顶来压并不强烈。

63

工作面在推进过程中,存在顺槽老塘的悬顶情况,并适当在排头支架放煤,64

拆卸两顺槽锚索,控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理,保证端65

头和1#支架、超前单体的支护质量,保证单体液压支柱迎山有力;回、支支柱66

时首先观察接顶材料是否可靠,有无坠落的危险;保证每班的巡查工作,发现67

隐患及时处理。

68

周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈,部分支架安全阀卸载,支架工作阻69

力较大,支架工、煤机司机要相互配合,控制采高,并保证支架初撑力;确保70

工作面的推进速度,并随时观察煤壁片帮,顶板破碎情况,发现意情及时汇报。

71

2015年11月份矿压观测总结

72

截止到11月底,211302工作面机头累计推进1580.6m,当月推进158.2m;机

73

尾累计推进1580m,当月推进153.4m。工作面周期来压13次,来压步距在11.9m 74

左右。211302工作面周期来压分布不均衡,压力分段显现,75#—105#支架段先75

来压,来压显现明显,来压时顶板破碎,煤帮有破断的声音,部分支架安全阀76

打开。

77

(1)由上部测站(133#、148#、162#支架)矿压观测数据统计分析可知,上78

部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m,三支架平均周期来压步距为12.58m。

79

顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN,平均动载系数为1.58。来压持续80

长度为0.8~5.6m,三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大,81

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,上部工作面整体状况82

良好。

83

(2)由中部测站(58#、74#、90#、109#支架)矿压观测数据统计分析可知,84

中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m,三支架平均周期来压步距11.12m。

85

顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN,平均动载系数为1.52。来压持续86

长度为0.4~8.2m,三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大,87

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,中部工作面整体状况88

良好。

89

(3)由下部测站(14#、27#、42#支架)矿压观测数据统计分析可知,下部90

测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m,三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板91

来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN,平均动载系数为1.70。来压持续长度92

为0.4~14.2m,三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大,工作面93

端头煤壁略有片帮,回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,下部工作面94

整体状况良好。

95

现场矿压监测表明:基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显,来压次序96

一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异,下部来压比上97

部强烈,这主要与采空区冒落程度有关,应加强对工作面下部支架支护质量的

98

管理。但总体来说,211302工作面基本顶来压并不强烈。

99

工作面在推进过程中,存在顺槽老塘的悬顶情况,并适当在排头支架放煤,100

拆卸两顺槽锚索,控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理,保证端101

头和1#支架、超前单体的支护质量,保证单体液压支柱迎山有力;回、支支柱102

时首先观察接顶材料是否可靠,有无坠落的危险;保证每班的巡查工作,发现103

隐患及时处理。

104

周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈,部分支架安全阀卸载,支架工作阻105

力较大,支架工、煤机司机要相互配合,控制采高,并保证支架初撑力;确保106

工作面的推进速度,并随时观察煤壁片帮,顶板破碎情况,发现意情及时汇报。107

2015年11月份矿压观测总结

108

截止到11月底,211302工作面机头累计推进1580.6m,当月推进158.2m;机109

尾累计推进1580m,当月推进153.4m。工作面周期来压13次,来压步距在11.9m 110

左右。211302工作面周期来压分布不均衡,压力分段显现,75#—105#支架段先111

来压,来压显现明显,来压时顶板破碎,煤帮有破断的声音,部分支架安全阀112

打开。

113

(1)由上部测站(133#、148#、162#支架)矿压观测数据统计分析可知,上114

部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m,三支架平均周期来压步距为12.58m。115

顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN,平均动载系数为1.58。来压持续116

长度为0.8~5.6m,三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大,117

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,上部工作面整体状况118

良好。

119

(2)由中部测站(58#、74#、90#、109#支架)矿压观测数据统计分析可知,120

中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m,三支架平均周期来压步距11.12m。121

顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN,平均动载系数为1.52。来压持续

122

长度为0.4~8.2m,三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大,123

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,中部工作面整体状况124

良好。

125

(3)由下部测站(14#、27#、42#支架)矿压观测数据统计分析可知,下部126

测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m,三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板127

来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN,平均动载系数为1.70。来压持续长度128

为0.4~14.2m,三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大,工作面129

端头煤壁略有片帮,回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,下部工作面130

整体状况良好。

131

现场矿压监测表明:基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显,来压次序132

一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异,下部来压比上133

部强烈,这主要与采空区冒落程度有关,应加强对工作面下部支架支护质量的134

管理。但总体来说,211302工作面基本顶来压并不强烈。

135

工作面在推进过程中,存在顺槽老塘的悬顶情况,并适当在排头支架放煤,136

拆卸两顺槽锚索,控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理,保证端137

头和1#支架、超前单体的支护质量,保证单体液压支柱迎山有力;回、支支柱138

时首先观察接顶材料是否可靠,有无坠落的危险;保证每班的巡查工作,发现139

隐患及时处理。

140

周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈,部分支架安全阀卸载,支架工作阻141

力较大,支架工、煤机司机要相互配合,控制采高,并保证支架初撑力;确保142

工作面的推进速度,并随时观察煤壁片帮,顶板破碎情况,发现意情及时汇报。143

2015年11月份矿压观测总结

144

截止到11月底,211302工作面机头累计推进1580.6m,当月推进158.2m;机145

尾累计推进1580m,当月推进153.4m。工作面周期来压13次,来压步距在11.9m

146

左右。211302工作面周期来压分布不均衡,压力分段显现,75#—105#支架段先147

来压,来压显现明显,来压时顶板破碎,煤帮有破断的声音,部分支架安全阀148

打开。

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(1)由上部测站(133#、148#、162#支架)矿压观测数据统计分析可知,上150

部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m,三支架平均周期来压步距为12.58m。151

顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN,平均动载系数为1.58。来压持续152

长度为0.8~5.6m,三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大,153

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,上部工作面整体状况154

良好。

155

(2)由中部测站(58#、74#、90#、109#支架)矿压观测数据统计分析可知,156

中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m,三支架平均周期来压步距11.12m。157

顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN,平均动载系数为1.52。来压持续158

长度为0.4~8.2m,三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大,159

煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,中部工作面整体状况160

良好。

161

(3)由下部测站(14#、27#、42#支架)矿压观测数据统计分析可知,下部162

测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m,三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板163

来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN,平均动载系数为1.70。来压持续长度164

为0.4~14.2m,三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大,工作面165

端头煤壁略有片帮,回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显,下部工作面166

整体状况良好。

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现场矿压监测表明:基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显,来压次序168

一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异,下部来压比上169

部强烈,这主要与采空区冒落程度有关,应加强对工作面下部支架支护质量的170

管理。但总体来说,211302工作面基本顶来压并不强烈。

综采工作面矿压观测报告(模板)

×××综采工作面矿压观测总结报告 单位:__________________ 区队:__________________ 编写人:________________

目录 1 工作面地质及开采条件 .................................................................................... - 1 - 1.1工作面地质及开采条件............................................................................... - 1 - 1.1.1工作面概况及地质说明书 ..................................................................... - 1 - 1.1.2顶底板岩层岩性组合结构分析 ............................................................. - 3 - 1.1.2地质 ........................................................................................................ - 3 - 1.2支护 .............................................................................................................. - 3 - 1.2.1正常支护 ................................................................................................ - 3 - 1.2.2特殊支护 ................................................................................................ - 4 - 1.2.3确定支护强度 ........................................................................................ - 4 - 1.2.4巷道布置 ................................................................................................ - 4 - 2 矿压观测计划.................................................................................................... - 5 - 2.1 矿压观测领导小组...................................................................................... - 5 - 2.2×××综采工作面矿压观测的目的和任务....................................................... - 5 - 2.3观测方案 ...................................................................................................... - 5 - 2.3.1观测工具 ................................................................................................ - 5 - 2.3.2测线布置 ................................................................................................ - 6 - 2.3.3研究方法 ................................................................................................ - 6 - 2.4矿压观测内容 .............................................................................................. - 6 - 2.4.1顶板动态: ............................................................................................ - 6 - 2.4.2支护质量 ................................................................................................ - 6 - 2.4.3 ×××工作面矿压观测方法 ..................................................................... - 7 - 2.4.4 ×××工作面观测效果预计 ..................................................................... - 7 - 2.4.5 ×××工作面观测制度及守则 ................................................................. - 7 - 2.4.6 ×××工作面观测记录表格及资料整理表格设计 .................................. - 7 - 3 矿压规律分析.................................................................................................... - 8 - 3.1 初采期间的矿压规律.................................................................................. - 8 -

矿压预测预报制度及矿压观测方案

矿压预测预报制度及矿压观测方案 一、矿压预测预报制度 1、初采工作面根据顶板控制设计,预测工作面的初次来压及周期来压步距。 2、工作面两顺槽要根据顶板结构和岩性安装顶板离层探测仪观测顶板,专人对顶板观测仪定期观测、记录分析。 3、工作面回采期间对超前支护阻力及工作面支护阻力进行观测,以及顶板破碎、煤壁冒漏片帮情况进行观测,并作好观测记录,形成报表报生产技术部。 4、在工作面上下出口预计来压位置悬挂周期来压预报牌板。 5、经过多次来压数据分析,掌握来压规律,对预计的初次来压及周期来压步距误差进行修正。 6、工作面回采结束后根据所有矿压观测资料编写矿压总结报告,并交技术科存档。 二、矿压观测方案 (一)、矿压观测内容 综采工作面的矿压观测研究的内容主要有: 支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测,以及支护质量动态监测。 根据观测结果对工作面顶板及顶板活动规律、来压特征,工作面支架受力特点,支架对顶板的适应性和控制效果,超前支撑压力影响范围和分布特点,顶板、煤层稳定性,工作面支护质量等进行分析,并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

(二)、观测方法 1、支架阻力观测 利用(圆图压力自记仪)或压力表分别在工作面均匀布置10条观测线,观测支架前、后柱工作阻力的变化。测线布置在(133架)4#、18#、32#、46#、60#、74#、88#、102#、116#、130#支架上。由矿压部门、生产单位连续观测支架的初撑力、工作阻力。 2、支架活柱观测 用标记法在工作面上、中、下布置3条观测线,在移架后、下次移架前测量活柱下缩量。根据循环的次数,可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置,即分别布置在18#、60#、102#支架上。 3、统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面,矿压部门每班(天)统计一次端面顶板的破碎情况及煤壁的片帮情况(包括梁端距、片帮、冒高超过0.3m以上的区域及顶板破碎情况),同时统计支架安全阀开启量(率)、顶板冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。 4、顺槽的矿压观测 (1)超前支护单体液压支柱阻力观测 在两顺槽超前支护范围内均匀各取5个点,用测压表测单体液压工作阻力。 (2)巷道围岩变形观测 利用顺槽成巷期间设置的观测基点观测。即两顺槽每隔50m安设顶板离层探测仪,监测顺槽顶板底板的相对移进量,用来推断顶板的运动过程和状态。 观测次数每10天观测一次。距离切眼较近的顶板离层仪,当临近顶板来压时加密观测,可视变化情况每天(班)观测一次。 (3)巷道围岩表面位移观测

矿山风险评估报告

宁夏太中银铁路道碴有限公司中宁宽口井石料厂 生产安全事故风险评估报告 2018年

目录 1.总则 (1) 1.1、编制目的 (1) 1.2、编制原则 (1) 1.3、编制依据 (1) 2、企业概况 (2) 2.1生产经营单位基本信息 (2) 2.2生产经营单位危险有害因素辨识情况 (4) 主要危险有害因素分布情况一览表 (7) 2.3、公司生产经营单位安全生产管理情况 (8) 2.4、现有事故风险防控与应急措施情况 (9) 3、事故发生的可能性及其后果分析 (9) 3.1、事故情景分析 (9) 3.2、事故发生可能性分析 (11) 3.3、事故的危害后果和影响范围分析 (12) 4、划定事故风险等级 (14) 4.1风险的定义 (14) 4.2事件后果严重性S判别标准 (14) 4.3、风险等级判定准则及控制措施 (15) 5、现有控制及应急措施差距分析 (15) 6.制定完善生产安全事故风险防控和应急措施 (17) 7.评估结论 (18)

1.总则 1.1、编制目的 为规范公司风险管理工作,识别和分析生产安全作业中的危险、有害因素,明确公司可能存在的各危险、有害因素的种类,风险大小,为生产安全事故应急预案编制,专项应急预案及现场处置方案提供依据。 1.2、编制原则 ⑴坚持客观公正原则。在组织评估和撰写评估报告等各个环节,都从思想和形式上力求做到实事求是,确保评估结果的可信、可用。 ⑵坚持发展性原则。评估不是目的,促进应急管理工作的开展和完善才是目的。评估过程中,应始终以发现问题,解决问题为主要目标,建设性的开展工作。 1.3、编制依据 依据《国家安全监管总局关于学习宣传贯彻生产安全事故应急预案管理办法的通知》(安监总应急[2016]65号)、《生产安全事故应急预案管理办法》(安监总局令第88号)和《生产经营单位生产安全事故应急预案编制导则》(GB/T29639-2013 )等有关规定,按照我公司实际情况,对我公司熟料、水泥生产过程作业过程中危险源辨识进行分析、评定,查找潜在危险有害因素,分析可能造成事故的触发条件

采煤工作面矿压分析报告

山西王家峪煤业有限公司150102综采工作面矿压观测分析报告 调度室 2018年2月1日

150102工作面矿压分析报告 一、150102工作面基本情况 1、150102工作面位于+680水平,工作面标高为+620—+670m ,该工作面可长度为790m ,工作面长度为180m ,面积为142200㎡,平均煤厚3.61米,倾角5—10度,平均7.5°。150102工作面位于井田的中部。其周围均为未开采区域。 2、地质情况 3、采煤方法 本工作面采用走向长壁一次采全高的采煤方法 工艺流程:割煤——装运煤——移架——推溜——清煤——下一循环 4、工作面设备 采煤机:MG300/700—WD 型 工作溜:SGZ-764/500型前部输送机 顶、底板 名 称 岩石 名称 厚度 m 特 征 老 顶 深灰色石灰岩 6.77 深灰色石灰岩,灰黑色,裂隙发育,含粉石,较硬。 直接顶 黑色泥岩 6.4 黑色泥岩光泽亮,较软,零星可采。 伪 顶 0.2—0.3 灰黑色,质脆,含黄铁矿结核 伪 底 直接底 粉砂岩 1.23 黑灰色,泥质胶结,含植物化石及黄铁矿结核。 老 底 砂 岩 8.21 灰黑色,以石英岩为主,坚硬,局部为砂质泥岩沉积。

转载机:SZZ-764/160(自移式转载机) 皮带机: DSJ—1000/2×75 液压支架:ZY6400/17/31的两柱支撑掩护式液压支架 5、液压支架及乳化液泵站性能参数 (1)、液压支架(ZZ5200/19/42支撑掩护式): 支护宽度为1.43—1.60m,支架中心距:1.5m, 放顶步距0.6m。最大控顶距离:4.8m, 最小控顶距离:4.2m。最大高度:4.2m 最小高度:1.9m 支架数量:共124架。 初撑力:4364KN 工作阻力:5200kN 系统供液压力:30Mpa 支护强度:0.95Mpa 支架重量:18.9t (2)、乳化液泵站(BRW400/31.5型) 额定供业液压力:31.5Mpa;供液流量:315L/min 液箱容积:1600L 乳化液浓度:3%—5% 乳化泵数量:2台。 二、矿压观测方案 1、观测目的 (1)、通过对150102工作面进行现场矿压观测和掌握工作面推进过程中的支架工作状况,分析工作面围岩(煤层)超前支撑压力分布状况。 (2)、工作面液压支架支护阻力观测,支护阻力包括初撑力、最大阻力,确定直接顶初次垮落步距、老顶的初次垮落和周期垮落步距。 (3)、统计观测,统计综采工作面支架受载损坏情况、采空区上覆岩层垮落、移动和悬顶程度,架前冒顶情况、煤壁片帮、安全阀开启率等。 (4)、为我矿开采15#煤层的事故预测和动力信息基础研究提供必要数据,

矿压观测分析预报制度

矿压观测分析预报制度 近年来,我矿矿压观测、防治方面开展了一些卓有成效的工作,在矿压观测方面,已初步掌握采区内各工作面顶板活动特点,为及时采取相关措施提供了时间保障;同时为配合矿井质量标准化建设,加强矿压观测、防治工作显得十分重要,为此特制定矿山压力预测预报制度如下: 一、观测范围 5煤、9煤掘进头、采煤面及巷道实行定点观测。 二、观测内容 1、掘进头观测内容:煤巷:巷道变形量观测、顶板离层观测岩巷:巷道变形量观测 2、采煤工作面观测内容: 回采放顶煤工作面:支架工作阻力、两道顶板下沉量; 回采工作面:初次来压、老顶来压、周期来压,支柱初撑力、工作阻力、顶板下沉量; 回采工作面:工作面煤壁片帮、端面距、冒高、支架(柱)状况、两道超前顶板运动规律、应力分布、巷道变形量、工作面及两道超前支护质量等。

三、观测方法 1、圆图自记仪每天早班记录一次 2、工作面支架初撑力、工作阻力每班检测两次。 3、两道超前顶板运动规律、应力分布、巷道变形量每班检测一次。 4、工作面顶板及两道超前支护质量、煤壁片帮、端面距、冒高、单体状况每班进行正常的观测。 四、预报内容 1、采煤工作面支护质量不符合下列要求的:单体液压支柱工作面支柱初掌力不小于90KN/棵,合格率达70%以上,综采工作面支架初撑力液压不小于24MPa;单体液压支柱工作面泵站的压力不小于18MPa,综采工作面泵站的压力不小于30MPa。 2、掘进工作面支护质量不符合下列要求的:锚杆支护巷道顶部锚杆锚固力不低于8吨、帮部锚杆锚固力不低于6吨,预紧力矩帮顶均不小于100N.m,巷道围岩位移控制在300mm以内,顶板离层仪安设及时,牌板内容齐全。 3、两道超前顶板运动规律、煤壁片帮、端面距、巷道变形量等其它出现异常现象时。 五、观测制度 1、严格执行班中检测、记录制度,严禁空岗、漏检。 2、原始数据记录要准确,不得随意乱改,严禁做假表。

矿山风险评估报告

矿山风险评估报告 Prepared on 22 November 2020

宁夏太中银铁路道碴有限公司中宁宽口井石料厂 生产安全事故风险评估报告 2018年 目录 1.总则 (1) 、编制目的 (1) 、编制原则 (1) 、编制依据 (1) 2、企业概况 (2) 生产经营单位基本信息 (2) 生产经营单位危险有害因素辨识情况 (3) 主要危险有害因素分布情况一览表 (7) 、公司生产经营单位安全生产管理情况 (8) 、现有事故风险防控与应急措施情况 (8) 3、事故发生的可能性及其后果分析 (9)

、事故情景分析 (9) 、事故发生可能性分析 (10) 、事故的危害后果和影响范围分析 (11) 4、划定事故风险等级 (13) 风险的定义 (13) 事件后果严重性S判别标准 (14) 、风险等级判定准则及控制措施 (14) 5、现有控制及应急措施差距分析 (15) 6.制定完善生产安全事故风险防控和应急措施 (16) 7.评估结论 (17)

1.总则 、编制目的 为规范公司风险管理工作,识别和分析生产安全作业中的危险、有害因素,明确公司可能存在的各危险、有害因素的种类,风险大小,为生产安全事故应急预案编制,专项应急预案及现场处置方案提供依据。 、编制原则 ⑴坚持客观公正原则。在组织评估和撰写评估报告等各个环节,都从思想和形式上力求做到实事求是,确保评估结果的可信、可用。 ⑵坚持发展性原则。评估不是目的,促进应急管理工作的开展和完善才是目的。评估过程中,应始终以发现问题,解决问题为主要目标,建设性的开展工作。 、编制依据 依据《国家安全监管总局关于学习宣传贯彻生产安全事故应急预案管理办法的通知》(安监总应急[2016]65号)、《生产安全事故应急预案管理办法》(安监总局令第88号)和《生产经营单位生产安全事故应急预案编制导则》(GB/T29639-2013 )等有关规定,按照我公司实际情况,对我公司熟料、水泥生产过程作业过程中危险源辨识进行分析、评定,查找潜在危险有害因素,分析可能造成事故的触发条件

采掘工作面矿压观测管理规定

采掘工作面矿压观测管理规定为加强采掘工作面矿压观测管理工作,准确掌握采掘现场矿压显现规律,使矿压观测真正起到科学指导矿井采掘设计、巷道布置及采掘现场施工,确保矿井安全生产,特制定《采掘工作面矿压观测管理规定》。 第一条成立矿压观测组织机构 组长:总工程师 副组长:地测副总工程师 成员:生产科全体人员、采掘专业技术管理人员 下设矿压观测管理办公室,办公室设在生产技术科,办公室主任由生产技术科长兼任。 组织机构职责:1、负责矿压观测的设计审批,组织开展矿压观测技术分析、优化支护技术方案;2、负责监督、检查、协调、指导采掘工作面矿压观测工作和日常矿压观测资料的收集整理、总结分析和分析结果应用的管理工作。 第二条采掘工作面开工前,矿井生产技术科编制矿压观测设计,报矿工程师批准后实施。在矿压观测过程中发现问题,及时修改完善。 第三条锚杆支护巷道矿压观测 1、所有采用锚杆支护的煤巷内必须安装顶板离层仪,对顶板离层情况进行观测,并用记录牌板显示,以便及时掌握顶板离层变化,观测巷道支护质量,确保掘进及回采期间的安全; 2、所有顶板离层仪应按安装时间的先后进行编号,并挂牌

管理,牌版上应清晰表明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深浅基点位置、观测责任人等内容; 3、顶板离层仪应安设在巷道的中部或交岔点的中心位置,顶板离层仪间距一般为30~50m,最前一个顶板离层仪距工作面迎头的距离不得超过50m(工作面需要爆破作业时对顶板离层仪进行保护);巷道遇构造带、大断面(宽5.0m以上)及“丁字口”、“十字口”等处应增设顶板离层仪; 4、顶板离层仪深浅基点位置分别不低于锚索、锚杆的端头200mm,并在顶板离层仪牌板上明确标注具体位置; 5、顶板离层仪安装方法:用锚杆机在顶板上打孔至设计深度。用专用安装杆将上部锚固器推至钻孔上部(深基点位置),轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住,再将下部锚固器推至钻孔中设计监测位置(浅基点位置),检查确认孔口套管组件连接牢固,然后将其插入钻孔中,确保两个刻度指示环移动不受任何卡阻并确认孔口套管组件已固定在钻孔中,截去多余的细钢丝,将初始读数调“0”,并固定顶板离层仪,监测值准确性; 6、巷道掘进期间顶板离层仪由施工单位技术人员现场指导安装,并由施工单位安排人员负责观测和管理,确保顶板离层仪和牌板清洁、完好。巷道施工完毕进行移交时,连同记录牌板一并移交给接收单位,接收单位技术负责人应及时对接收的顶板离层仪读数、完好情况进行核查,确认无误后办理交接手续,并对

矿压分析结果汇报

矿压观测报告 一、概述 矿山压力的观测与分析是实现矿山生产科学管理必不可少的基础工作,多年来一直为广大采矿工程技术人员重视,矿山压力显现及其控制方法研究是正确进行采矿设计、合理选择支护形式及支架类型、加强顶板管理、保证安全生产的重要一环。 二、观测目的 为研究巷道矿压显现特征,能有效地指导矿井开采,为掌握矿山压力及其显现规律,改善合理支护方式,确定合理护巷参数,改进巷道支护提供科学依据,提高巷道支护效果。同时防止顶板事故的发生,保证我煤矿安全而高效的生产,特此作矿压月度报告。 三、观测区域地质及围岩性质 1503工作面为一采区第二个工作面,西北走向布置,工作面北翼为F2逆断层,东北翼为1501首采工作面,西南方向为1505备采工作面,东南方向为+920集中运输巷。观测区域是1053回风道。该面煤层为煤5,含炭质泥岩夹矸1~2层,夹矸平均厚度0.2m,煤层色泽为黑色,条痕为深棕色油脂光泽,呈参差状断口,节理面充填方解石脉,含黄铁矿。直接顶:砂质泥岩3.26m深灰~灰黑色泥岩、砂质泥岩为泥质结构,波状层理发育,易垮落。老顶:细粒砂岩5.90m 灰白~灰色粉、细粒砂岩,砂质胶结,以石英为主、长石风化,斜层理发育。 四、支护技术参数 1503回风道:巷道净高3.2米,宽5米。锚杆采用Φ20mm×2600mm,

间排距800mm×800mm,每排布置13根,巷道拱部采用长7300mm锚索加强支护,间排距1600mm×1600mm,从巷道中心线向两帮依次按“333”型布置。 五、观测方法 在一般情况下巷道内每隔50m设立一个顶板离层和巷帮离层观测站,顶板离层分为四个点基点1、2、3和4分别是从深到浅排列的,新设立的观测站,连续观测,每天记录一次观测数据并加以整理,如果所观测巷道没有明显的矿压显现,就改为三天一观测,依次直到矿压完全稳定。观测的主要任务是掌握掘进后围岩中的矿山压力分布及其发展变化的规律,并搞清顶板活动规律、掘动条件等各方面因素的影响。 五、报告内容 1503回风道截止7月11日共掘进两1100米,安设顶板离层仪19个,安装位置分别是:1503回风联络巷、1503回风道三角门、1503回风道90米处且从90米处到迎头是每50米安装一个顶板离层仪,具体内容如下: 巷道名称:1503回风联络巷序号:01 安装位置:三角门日期:2013.12.13

矿压观测分析预报制度

矿压观测、分析、预报制度 为加强采掘工作面的顶板管理,掌握采掘工作面顶底板活动和来压规律,为采掘工作面支护提供科学依据,确保采掘工作面有效支护,防止冒顶事故发生,打造本质安全型煤矿,经矿研究决定,成立矿压观测领导小组,对井下所有采掘工作面进行矿压观测。 一、矿压观测领导小组 组长:张全平 副组长:张永进、刘鹏 成员:李德海、刘会、王春雷、田帅 矿压观测小组办公室设在生产技术科,刘鹏兼任办公室主任,负责井下施工掘进工作面及已掘巷道的测点布置、矿压观测数据分析、总结,为选择合理支护方式提供科学的参考依据。 二、总则 1.为满足矿井生产管理需要,成立孔庄煤矿矿压观测领导小组,配备技术人员及兼职观测工,建立健全观测组织机构,配备相应仪器仪表,负责收集各区队上报的矿压观测资料并认真分析、归纳、总结(数据变化大时及时分析总结)。 2.生产技术科结合实际情况,对掘进工作面进行顶板管理,制定相应的顶板管理措施,防止冒顶(片帮)等事故的发生;对工作面工作面顶板和巷道位移加强观测,做好数据分析工作。 3.各区队成立以技术副队长为组长的基层矿压观测领导小组,并根据规定参数、采集周期及时采集矿压参数,每月月底编制矿压分析报告报生

产技术科。 4.矿压工程观测原始数据和参数必须真实可靠,不得弄虚作假。 5.生产技术科根据各区队所报数据及工作情况随时进行抽查,抽查比例不低于30%。 6.矿压观测原始数据和分析结果应妥善保管。 7.所有上报数据必须采用标准表格填写,矿压观测、顶板离层监测表格详见生产技术科下发表格。 8.巷道移交时由生产技术科监督,生产技术科与施工区队双方技术负责人负责将矿压观测资料与其它内业资料一并移交。 三、采掘现场矿压观测管理办法 1.顶板离层仪观测:煤巷一般每隔40m安装一个顶板离层仪。一般距掘进工作面50m以内和回采工作面超前范围内,每天观测一次,其它情况每星期观测一次。如果巷道局部地段有受动压影响较大,每天观测一次。顶板离层仪实行挂牌管理(包括编号、安装日期、顶板离层仪初始读数和观测读数)。 2.巷道围岩变形量采用(十字)测点法进行观测: 煤巷巷道每40m设置一个测点,测点距离迎头不超过60m,巷道过顶板破碎带、淋水区、压力集中区等特殊构造带,应增加检查点,每个检查点检查、记录2组数据(巷道净宽、净高)。巷道围岩变形量观测要求:测点选在锚杆头上,并标注清楚,宽度在两帮的中部设点,确保每次测量的数值准确。正常情况下,观测周期为一旬,变形量较大的点应当缩短观测周期,稳定不变的点可适当延长观测周期。观测后数据要及时录入围岩

矿压监测数据分析报告

21907工作面矿压监测数据分析报告 1、初次来压分析报告: (1)21907工作面39m初次来压 (2)初次来压表现为:上出口10m范围内巷道底鼓严重,37-40号支架处煤壁片帮,30-39号支架底板有瓦斯涌出现象,支架压力增大。(3)采取措施:加强顶板管理,及时超前移架,严格检查上下两巷超前支护,发现自缩单体和损坏的π钢梁及时更换,底鼓地段进行拉底,保证泵站出口压力不低于31.5MPa,配合通风部门进行瓦斯治理,尽量缩小工作面控顶距,做到及时回柱放顶,使直接顶充分垮落。2、周期来压分析报告 (1)第一次周期来压步距30.7m (2)周期来压表现为:上出口10m范围内巷道顶板破碎且底鼓严重,12-20号局部支架处煤壁片帮,29-39号支架底板有瓦斯涌出现象,支架压力增大。 (3)采取措施:加强顶板管理,及时超前移架,严格检查上下两巷超前支护,发现自缩单体和损坏的π钢梁及时更换,底鼓地段进行拉底,保证泵站出口压力不低于31.5MPa,配合通风部门进行瓦斯治理,尽量缩小工作面控顶距,做到及时回柱放顶,使直接顶充分垮落。3、2016年1月周期来压分析报告 (1)本月4次周期来压,来压步距分别30.7m、30.1m、32m、32.1m (2)周期来压表现为:局部支架处煤壁片帮,局部支架处底板有瓦斯涌出现象,上下出口附近有底鼓现象,

(3)周期来压采取措施:加强顶板管理,及时超前移架,严格检查上下两巷超前支护,发现自缩单体和损坏的π钢梁及时更换,底鼓地段进行拉底,保证泵站出口压力不低于31.5MPa,配合通风部门进行瓦斯治理,尽量缩小工作面控顶距,做到及时回柱放顶,使直接顶充分垮落。 (4)1、加强工作面的顶板管理,严格按《 Bm2016-05号采煤作业规程》中规定进行施工,工作面煤壁应采齐采直,及时进行超前移架,缩短架前空顶时间和空顶距离,严禁在空顶、空帮及支护质量不合格的情况下作业。 2、加强上、下两巷的顶板管理,严格对两巷超前支护进行检查,出现单体自缩及时补压,出现π梁断、裂情况及时更换,对底板鼓起地段及时进行拉底,保证巷道高度不低于1.8m。保证上、下出口高度不得低于1.8m。 3、必须保证泵站出口压力不低于31.5MPa,支架初撑力不低于25.2MPa,单体液压支柱初撑力不低于11.5 MPa,杜绝管路出现窜、跑、冒、滴、漏液现象。 4、本次来压期间,要认真观察工作面顶板下沉量,及时采取针对性措施。 5、本次来压期间,人员进入机道内作业前必须先用长把工具(长度不小于1.5m)处理掉煤壁的伞檐,确认安全后方可进入机道作业。 6、当班回采班组要积极配合通风部门进行瓦斯治理。 7、周期来压期间机电人员要每班对机电设备进行完好检查,杜绝电器失爆。 8、周期来压期间尽量缩小工作面控顶距,做到及时回柱放顶,使直接顶充分垮落,以缓冲基本顶垮落时对工作面的冲击。 9、专职支架工负责调整支架间隙在规程允许范围内。 10、人员不可站在架间,以防活矸掉下伤人。 11、落煤后必须及时移架,并保证支架的初撑力和有效支护。 4、2016年2月周期来压分析报告 (5)本月3次周期来压,来压步距分别31.8m、31m、31m (6)周期来压表现为:局部支架处煤壁片帮,局部支架处底板有瓦斯涌出现象,上下出口附近有底鼓现象, (7)周期来压采取措施:加强顶板管理,及时超前移架,严格检查上下两巷超前支护,发现自缩单体和损坏的π钢梁及时更换,底鼓地段进行拉底,保证泵站出口压力不低于31.5MPa,配合通风部门进行瓦斯治理,尽量缩小工作面控顶距,做到及时回柱放顶,使直接顶充分

综采工作面末采贯通挂网总结报告

43321综采工作面末采贯通总结报告 单位:__________________ 编写人:________________

1 43321综采工作面概况及地质说明1.1工作面概况及地质说明书 表1 工作面回采地质说明书 巷道煤层特征煤层3-1煤厚 2.5 产状倾角在0-5°之内 巷道 煤层 描述 3-1煤层厚度2.35-2.6m,煤层平均厚度为2.5m。煤层结构较简单,厚度 稳定。开口段基岩相对较厚,切眼段较薄。3-1煤:煤岩组分以亮煤为主,次 为暗煤夹镜煤条带,层面分布少量丝炭。属半亮型,少量半暗型煤。层状构 造,中细条带状结构。局部地段煤内裂隙面含黄铁矿及方解石薄膜,也有呈 星点状的。 煤层顶底板情况顶底板岩石名称及其征厚度(米)老顶粉、细砂岩,部分地段具交错层理。10.1~21.83 直接顶 以粉砂岩为主,部分地段为泥岩、炭质泥岩,部分地段 含薄煤线。 0~0.56 伪顶 炭质泥岩以粉炭质泥岩为主,部分地段为泥岩、粉砂岩,局 部不含该层 0~0.25 直接底 以粉砂岩为主,部分地段为炭质泥岩;部分地段具交错 层理,含植物化石。 0~7.15 影响回采的其它因素瓦斯瓦斯含量很低 煤尘具爆炸性危险 煤的 自燃 本区煤层为很易自燃区,自燃倾向等级为I级,发火期一般在3—4个月,发火期较短 地温无高温区,无地热危害属,属地温正常区 地压正常 43321工作面推采长度1297米,工作面长度240米,面积311280平方米。该综采工作面位于丁七沟北西侧,属南部区3-1煤层,北西为43319工作面为矿采

空区,工作面切眼临界井田边界。回采工作面地面标高为1172.6~1209.1M,底板标高为1133.71~1142.07M。煤层倾角0o~3o,平均厚度2.60米,地质储量104.3万吨,可采储量95万吨,可采期为六个月。 附图1 43321综采工作面柱状图 1.2工作面水文地质 本工作面构造总体呈宽缓的波状起伏,回采推进方向为正坡推进,地质构造简单,无明显断裂构造。水文地质条件较为简单,地表大部被第四系松散层所覆盖,工作面上方无地表水,主要含水层有第四系松散层潜水和中生界侏罗系碎屑岩类潜水。据现有地质及周边钻孔资料分析,地面标高1172.6-1209.1米,总体趋势呈南西高北东低;松散层厚度为3.95-29米,最厚处位于回撤通道区域,最薄处位于回风巷道中部;基岩厚度为15-30米,基岩最薄处在运输顺槽距回撤通道约150米左右,在回风顺槽距回撤通道约330米左右;工作面运输顺槽高于回风顺槽。 依据地质部门提供的资料,煤层顶板为中硬岩石,冒落带、导水裂隙带高度计算,采高按2.5米计,导水裂隙带高度为40米左右,由于在回风顺槽中部距丁七沟火烧区较近,工作面上覆基岩垮落后,裂隙带必然沟通上覆火烧区裂隙水,对工作面构成危害。固工作面排水能力应不小于100m3/h。

煤矿安全风险评估报告审批稿

煤矿安全风险评估报告 YKK standardization office【 YKK5AB- YKK08- YKK2C- YKK18】

案例示范: ××煤矿 ××××年度安全风险辨识 评估报告 编制单位名称(加盖公章) 年月日

目录

××煤矿××××年度安全风险辨识评估参与人员签字表

第一部分矿井危险因素 ××煤矿生产能力600万吨/年,采用平硐开拓,布置主平硐、副平硐、进风斜井、回风斜井四条井筒;主采2号煤层,平均厚度米;井下布置2个综采工作面,全部垮落法管理顶板。矿井主要危险因素如下: 1.顶板:2号煤层顶板为泥岩,粉砂岩,基本顶为细粒砂岩,中等稳定。 2.瓦斯:矿井相对瓦斯涌出量t,绝对瓦斯涌出量min,采煤工作面相对瓦斯涌出量t,绝对瓦斯涌出量min,掘进绝对瓦斯涌出量为min,属高瓦斯矿井。 3.煤尘:2号煤挥发分%,煤尘具有爆炸性。 4.自然发火:2号煤层不易自燃,自然发火期大于12个月。 5.矿井水:矿井正常涌水量37m3/h,最大涌水量56m3/h。各含水层富水性较弱,水文地质条件中等。 6.冲击地压:2号煤层顶底板均为有弱冲击倾向性岩层,煤层无冲击倾向性。 7.运输提升:主运输采用阻燃型带式输送机,辅助运输采用无轨胶轮车。 … … 第二部分风险辨识范围

风险辨识范围包括矿井各大生产系统及下一年度采掘范围。根据矿井五年生产接续规划,下一年度矿井采掘作业集中在三采区、四采区两个采区,各采区分别布置1个综采工作面和2个综掘工作面,总产量600万吨,进尺7300米,采掘范围具体为: 综采一队回采三采区2303工作面,采完接2304工作面。 综采二队回采四采区2401工作面,采完接2402工作面。 综采活动范围为:2303、2304、2401、2402工作面回采。 综掘活动范围为:2304、2305、2402工作面回采巷道掘进。 … …。 第三部分风险辨识评估 ××××年××月××日,矿长×××组织各分管负责人和相关业务科室、区队(名单详见签字表)召开了年度安全风险辨识会议,布置年度风险辨识评估工作、职责分工,并由安全副矿长组织风险辨识评估知识培训。 ×至×日各小组分头收集资料,开展风险辨识评估;×日安检科对辨识评估报告、清单和管控措施进行汇总整理;×日,矿长组织会审。 一、风险辨识

矿山风险评估报告记录

矿山风险评估报告记录

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宁夏太中银铁路道碴有限公司中宁宽口井石料厂 生产安全事故风险评估报告

2018年 目录 1.总则 (1) 1.1、编制目的 (1) 1.2、编制原则 (1) 1.3、编制依据 (1) 2、企业概况 (2) 2.1生产经营单位基本信息 (2) 2.2生产经营单位危险有害因素辨识情况 (4) 主要危险有害因素分布情况一览表 (8) 2.3、公司生产经营单位安全生产管理情况 (9) 2.4、现有事故风险防控与应急措施情况 (9) 3、事故发生的可能性及其后果分析 (10)

3.1、事故情景分析 (10) 3.2、事故发生可能性分析 (11) 3.3、事故的危害后果和影响范围分析 (13) 4、划定事故风险等级 (14) 4.1风险的定义 (15) 4.2事件后果严重性S判别标准 (15) 4.3、风险等级判定准则及控制措施 (16) 5、现有控制及应急措施差距分析 (16) 6.制定完善生产安全事故风险防控和应急措施 (18) 7.评估结论 (19)

1.总则 1.1、编制目的 为规范公司风险管理工作,识别和分析生产安全作业中的危险、有害因素,明确公司可能存在的各危险、有害因素的种类,风险大小,为生产安全事故应急预案编制,专项应急预案及现场处置方案提供依据。 1.2、编制原则 ⑴坚持客观公正原则。在组织评估和撰写评估报告等各个环节,都从思想和形式上力求做到实事求是,确保评估结果的可信、可用。 ⑵坚持发展性原则。评估不是目的,促进应急管理工作的开展和完善才是目的。评估过程中,应始终以发现问题,解决问题为主要目标,建设性的开展工作。 1.3、编制依据 依据《国家安全监管总局关于学习宣传贯彻生产安全事故应急预案管理办法的通知》(安监总应急[2016]65号)、《生产安全事故应急预案管理办法》(安监总局令第88号)和《生产经营单位生产安全事故应急预案编制导则》(GB/T29639-2013 )等有关规定,按照我公司实际情况,对我公司熟料、水泥生产过程作业过程中危险源辨识进行分析、评定,查找潜在危险有害因素,分析可能造成事故的触发条件

15102回采工作面矿压观测分析报告

15102回采工作面矿压观测分析报告 一、15102工作面基本情况 1、井下位臵: 15102回采工作面西侧为15101回采工作面采空区,距离与采空区之间相隔20m保安煤柱,南侧为F1断层,距离断层留有20m断层保安煤柱,东侧为实体煤,北侧为15#一采区胶带巷、回风巷和轨道巷。 2、地质情况 (1)掘进过程中断层情况 掘进见F1断层(断层无水,为不导水断层)后,退出30m,然后改向沿着断层掘进,与断层之间留有20m断层保安煤柱,在15102回采工作面掘进运输顺槽、回风顺槽、切眼时再没有遇到过断层,但是在掘进切眼时遇到过顶板台阶式下沉段,判断为地垒,但是当时顶板完好,没有裂隙或破碎,整个掘进过程中顶板都无淋水。 (2)掘进中陷落柱情况 掘进这些回采巷道是从未遇到过陷落柱。 (3)掘进中褶曲构造情况 在掘进切眼时遇到过顶板台阶式下沉段,判断为地垒,但是当时顶板完好,没有裂隙或破碎,整个掘进过程中顶板都无淋水。 (4)预计工作面回采过程中的构造情况 工作面回采过程中要遇到两条空巷道,宽度越 4.6m,空巷为裸体巷道。会对工作面推进有影响。 3、顶底板情况

4、工作面参数 工作面切眼倾斜布臵,长度约220m,运输顺槽长480m,回风顺槽长330m,煤层厚度平均约3.7m。 5、采煤方法 倾斜长壁一次采全高采煤法。 6、工作面设备 液压支架、刮板机、采煤机、转载机、单体液压支柱、皮带机、乳化液泵站、喷雾泵站、移动变压器2台,控制开关等 7、液压支架和乳化泵站性能参数 ZZ6400-21/46型支撑掩护式液压技术参数 技术型号 ZZ6400-21/46型 适应煤层倾角≤8° 外形尺寸高度:2.1~4.6m,最大长度:6.8m 支架中心距 1500mm 支撑能力支护高度:除去顶板下沉量200mm、浮矸厚 度50mm、立柱回缩量100mm,支撑 高度设定为:2.45~4.5m,工作阻 力:6400KN 支护强度 0.9-1.1MPa 底板比压 1.2MPa 泵站压力31.5MPa 移架步距630mm 架数 107架(前期安装55架,后期安装107架)操作方式手动本架操作 5、乳化泵2台,技术参数如下:

90307综采面矿压观测分析报告

90307综采工作面矿压观测分析报告 山西***煤业有限公司综采队 二0一一年

90307综采工作面矿压观测分析报告 通过90307综采工作面矿压观测,掌握了该工作面煤层顶板初次来压和周期来压步距、工作面支架支护强度、围岩破坏活动过程煤壁中应力变化大小和应力影响范围。为工作面现场管理提供完善、准确的资料,以直接指导生产实践和解决施工生产问题。 一、观测目的 采煤工作面矿山压力观测就是定量研究开采工程中矿压显现规律。为现场管理提供完善准确的资料,指导工程实践,解决施工生产问题,本次观测有以下三个方面的目的: ①掌握采煤工作面上覆岩层运动规律;回采空间围岩与支架相互作用关系;采动引起的支承压力分布;寻求搞好工作面顶板管理的有效措施。 ②对正在使用的支架适应性进行考察。即从顶板控制出发,对在既定条件下使用支架的架型、参数、特性和支护效果提出评定性意见。 ③根据围岩条件及支撑压力分布来确定工作面巷道断面形状、规格及支架参数,煤壁前方巷道超前维护距离。 二、工作面概况 ㈠、90307综采工作面位于矿井3#煤层9盘区西部,为9盘区开采的第四个工作面。该工作面沿煤层倾向布置,西北面为120305采空区,西南面为酸枣疙瘩新农村保安煤柱。工作面第一回风巷,顶板标高为+640~+645m,倾向长288m;第二回风巷顶板标高为+640~+645m,倾向长289m;工作面走向长82m。地面标高为+975~+1108m左右,工作面对应地表为黄土丘陵区域,沟壑纵横无任何建筑物。 ㈡、煤质和煤层赋存情况 该工作面所采3#煤层是二叠系下统山西组主要可采煤层,根据现有巷道揭露的煤层资料分析,该面煤层结构简单,煤层属稳定煤层,煤层厚度为1.7m。煤层倾角3°~7°平均6°。

某项目压覆矿产资源调查评估报告书

目录 第一章前言 (1) 第一节目的与任务 (1) 第二节调查评估方法、依据及完成的实物工作量 (2) 第三节评估区自然地理及经济状况 (5) 第二章建设项目基本情况 (7) 第一节建设项目概况 (7) 第二节建设项目分布范围 (8) 第三节建设项目保护等级 (8) 第三章调查评估区地质特征 (11) 第一节区域地质背景 (11) 第二节主要地质特征 (11) 第三节水文地质、工程地质、环境地质、地壳稳定性及地震特征 (21) 第四章建设项目与矿产资源关系 (29) 第一节主要矿产资源分布状况 (29) 第二节矿产地与拟建工程项目关系分析 (37) 第三节探矿权分布状况与勘查工作进展 (43) 第五章建设项目压覆矿产资源储量计算 (45) 第一节绩溪县徽厦河塝岱石灰岩矿压覆资源储量估算 (45) 第二节绩溪县宏环砂石矿压覆矿产资源储量估算 (47) 第三节安徽省歙县伏川蛇纹岩矿压覆矿产资源储量估算 (49) 第四节安徽省歙县伏川玄武(细碧)岩石料矿压覆资源储量估算 (58)

第五节工程各方案压覆矿产资源储量比较 (61) 第六章建设项目压矿经济价值评估 (66) 第一节资源形势分析 (66) 第二节建设条件分析 (66) 第三节经济价值评估方法 (66) 第四节经济价值评估结果 (66) 第五节工程各方案压覆矿产资源储量经济价值比较 (72) 第六节工程建设项目经济效益 (74) 第七章结论 (75) 第一节主要工作成果 (75) 第二节存在问题及建议 (76)

附图: 绩溪—黄山(歙县呈村降)高速公路工程矿产资源分布图 附表: 附表一安徽省绩溪—黄山(歙县呈村降)高速公路工程沿线两侧各2km 范围矿产资源分布一览表 附表二安徽省绩溪—黄山(歙县呈村降)高速公路工程沿线两侧各2km 范围矿山分布一览表 附表三安徽省绩溪—黄山(歙县呈村降)高速公路工程两侧各2公里沿线探矿权分布一览表 附件: 附件1 安徽省绩溪—黄山(歙县呈村降)高速公路中心线逐桩坐标表附件2 安徽省绩溪—黄山(歙县呈村降)高速公路沿线各县矿产资源主管部门关于矿产资源分布证明 附件3 委托书 附件4 承担单位资质证书 附件5 承诺书 附件6 安徽省公路勘测设计院《关于绩溪高速公路占压伏川蛇纹岩矿普查区的说明》皖路院[2006]69号 附件7 《绩溪至黄山高速公路佛岭隧道压矿安全性论证会专家组意见》

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