炮采工作面作业规程.docx

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炮采工作面作业规程

郑煤集团公司

裴沟煤矿

回采工作面作业规程

工作面编号：

34142

回采单位：

炮采队

编制人：

张喜矿

编制时间：

2010年4月21日

作业规程会审记录

采面名称

34142工作面作业规程及试采安全技术措施

主持人

会审地点

会审时间

科室参加会审人员

生产技术科

规划发展科

调度室

地质测量科

安全质量科

物资管理科

机电运输科

炮采队

通风管理科

编制人

防突科

总工程师

安全矿长

生产矿长

会审意见：

目录

第一章工作面概况……………………………………………1

第二章工作面地质及水文地质………………………………1

第三章采煤方法及生产系统…………………………………3

第一节采煤方法及回采巷道布置………………………3

第二节回采工艺…………………………………………3

第三节通风及瓦斯监测系统……………………………12

第四节压风自救系统……………………………………15

第五节供电系统…………………………………………17

第六节运输系统…………………………………………18

第七节综合降尘系统……………………………………18

第八节防、排水系统……………………………………19

第四章劳动组织及正规循环作业图表………………………20

第一节劳动组织…………………………………………20

第二节正规循环作业图…………………………………21

第五章主要经济技术指标……………………………………21

第六章安全技术措施…………………………………………22

第一节现场管理制度……………………………………22

第二节安全技术措施……………………………………23

第三节避灾路线…………………………………………44

34142工作面专项防灭火设计…………………………………46

34142工作面试采及初放安全技术措施………………………48

34142工作面过采空区专项安全技术措施……………………51

附:

巷道布置平面图、通风系统图、瓦斯监控系统图、避灾路线图、供电系统图、支架布置平面图、正规循环作业图、爆破说明书、

工作面注水孔布置示意图、两巷注水孔布置示意图

第一章工作面概况

一、工作面位置

地面位置:

34142工作面位于来集镇郭岗村境内，地面为村庄及耕地,村庄已经搬迁。

井下位置及四邻情况：

该工作面下副巷位于原34141（炮）下副巷北15m，上副巷位于下副巷北114m,切巷位于34轨道下山西450m，停采线位于34轨道下山西50m。

该工作面所采煤为采空区残余煤厚，为二次回采。

由于该工作面在34141（炮）工作面及34121（炮）工作面采空区中二次回采，采碴较多，回采时对煤质有较大影响。

回采时对地面附属物有一定影响。

该面走向长400m，倾斜114m，地面标高+174～+201.5m，工作面标高-180.4～-213.6m，面积为45600m2。

二、煤层情况

该工作面所采二1煤为原34121（炮）工作面及34141（炮）工作面残余煤厚,其中底煤煤厚0～5.0m，平均煤厚2.0m,预计该工作面整体平均煤厚为3.0m左右。

第二章工作面地质及水文地质

工作面地质及水文地质详见地质说明书。

地质说明书

煤层名称

二1煤

水平名称

-110

采区名称

三四

工作面可采储量

178114（t）

煤层倾角

（5°～13°）/8°

煤层

厚度

3.0

老顶

中粒砂岩

（再生复合顶）

厚度

5.8～8.2

7.0

ƒ

灰色、中粒f＝6

直接顶

砂质泥岩

（再生复合顶）

厚度

6.0～8.0

7.0

ƒ

灰色f＝4～5

直接底

泥岩

厚度

6.5～11.0

9.5

ƒ

灰色f=4～5

老底

L8灰岩

厚度

3.5

ƒ

灰色、坚硬致密f＝8

最大涌水量

20m3/h

正常涌水量

10m3/h

瓦斯绝对涌出量

3.2m3/t

瓦斯相对涌出量

2～4m3/t

煤尘爆炸指数

14.99％

煤层自燃倾向

三级

地质构造情况

该工作面地质构造二1煤底板以单斜为主，顶板多为再生复合顶板。

煤质情况

由于该工作面在34141（炮）工作面及34121（炮）工作面采空区中二次回采,采碴较多,对煤质有较大影响。

水文地质及防治水措施

该工作面水文地质条件以采空区渗水为主，工作面掘进期间已对上、下副巷两侧进行过探放水，回采前需对原34121下副巷积水情况进行探查。

预计该工作面正常涌水量10m3/h，最大涌水量20m3/h。

问题及

建议

1、由于该工作面多在采空区中回采，回采期间需加强顶板管理。

2、工作面上、下副巷不跟底地段必须进行背杆落巷，要尽量保证跟底回采，回采期间需加强上、下副巷水路管理，保持水路畅通，不能自流地段排水设备必须有用有备，能力满足排水要求。

3、工作面回采过程中需要对前方采空区进行超前补探，以确保安全生产。

第三章采煤方法及生产系统

第一节采煤方法及回采巷道布置

一、采煤方法

该工作面采煤方法为走向长壁放顶煤一次采全高采煤方法，全部垮落法处理采空区。

二、回采巷道布置

34142上副巷与34辅助下山相连，34142上联巷与34运输下山相连，34142下副巷与34辅助下山相连，34142下联巷与34运输下山相连，采切巷长度为114m。

（详见工作面布置图）

第二节回采工艺

一、回采工艺流程

回采工艺过程：

检修→煤壁打眼注水→打眼爆破→装运煤→移架→放顶煤→清理浮煤杂物→移刮板输送机→采空区处理→交接班

1、煤壁注水、打眼、放炮

工作面生产前，跟班队长、班长负责对采面进行安全检查并处理采面安全隐患，然后在瓦斯不超限的情况下,开始按规定煤壁注水、打眼、装药、放炮。

2、落煤

根据工作面煤壁软硬情况，选择采用放炮落煤或手镐落煤。

3、装运煤

爆破自装一部分煤，其余采用人工装煤。

工作面使用一部SGW-150T型可弯曲刮板输送机，34142下副巷采用一部SGW-40T刮板输送机、一部SD-80胶带输送机经过34142下副巷溜煤眼至34运输下山。

4、悬移支架移架过程

放炮后护顶（伸翻转梁超前护顶）→收回翻转梁→提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁

①放炮后及时伸出翻转梁超前护顶，在翻转梁掩护下采煤工手工落煤，刷出0.8m的移架步距。

②收回前翻转梁。

③操作手柄提起四根支柱，使支柱底盘脱离底板100mm。

④伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。

⑤顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证足够的支柱初撑力。

⑥移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移0.8m，恢复到炮前位置。

⑦将各操作手把恢复到“零”位。

5、放顶煤

本工作面在放煤过程中，严格按单双号间隔多轮次多循环低位放煤法进行放煤，具体步骤如下：

⑴放煤口的位置

每架一口，采空区侧挡矸链处为放煤口,调整挡矸链放煤。

⑵编号方法

把工作面8架为一眼场，每眼场内把放煤口自机头向机尾依次编号为1、2、3……。

⑶单双号间隔放煤

即先在1、3、5、……等眼场放煤，然后在2、4、6……等眼场放煤。

每眼场只设一个放煤口，全工作面最多同时允许2个口放煤，严禁多开口，瓦斯浓度达到0.8%时严禁放煤，采取措施，进行处理。

⑷多轮次多循环放煤

为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求，每次只准放出顶煤的1/3到2/3。

放煤时间视顶煤厚度确定，但每次最长不得超过5分钟，然后调整挡矸链或用竹笆、椽子挡严，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤。

完成第一循环，第二循环仍是单、双号间隔多轮放煤，依次进行，直到把顶煤放完、放净为止。

6、工作面支护

⑴、支护形式:

采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱。

正常生产时,支架中心距1000mm

支架主要技术参数

名　称

单　位

参数

备　注

普通支架

端头支架

支架高度

mm

1600～2400

支架长度

mm

3000

4000

翻转梁长度

mm

450

支架中心距

mm

1000

支柱直径

mm

110

支柱数量

根

4

移架步距

mm

800

额定工作阻力

KN

1600

额定初撑力

KN

760～1200

对应20～31.5Mpa

对底板最小比压

MPa

4．2

支护阻力760KN时

对底板最大比压

MPa

8．8

支护阻力1600KN时

支护强度

MPa

0.47

0.53

对应控顶距为3-4m。

柱鞋直径

mm

360

泵站压力

MPa

20～31.5

在20-31.5Mpa之间根据实际情况选用

工作液

M10乳化液

浓度3～5%

操作方式

顶梁为邻架操作，立柱为本架操作

7、移刮板输送机

（1）采面结束后，工作面浮煤、杂物清理干净，然后开始移刮板输送机。

（2）移刮板输送机必须从机头或机尾进行，严禁从中间往两头移或从两头往中间移。

刮板输送机要做到平、直、稳、正、牢，与煤壁保持0.2m间距。

移刮板输送机后应及时打上机头、机尾压（戗）柱，盖好机尾盖板，否则严禁开机试运转。

试运转时，要先点动刮板输送机至少一次，严禁一次直接启动刮板输送机，待确认安全后方可启动运转刮板输送机

（3）工作面移机头、机尾时，采面刮板输送机必须停机，待机头（机尾）移过后在安全条件下才能进行开机。

8、采空区处理

采用全部垮落法处理采空区，要求冒落高度普遍大于1.5倍采高，当采空区冒落不充分（面积超过2×5m2）时，必须采取加固支架、采空区充填措施或制定强制放顶措施。

二、顶板支护设计

㈠、控顶距与放顶步距

该工作面最大控顶距3.8m，最小控顶距3.0m，放顶步距0.8m。

㈡、特殊支护

1、端头支护：

工作面设置上、下两个安全出口，每个安全出口采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架，支架顶梁长4.0m,翻转梁长0.45m，宽1m，安全出口长4m，宽0.7m，净高1.8m。

2、超前替棚：

替棚长度自采面煤壁向前保持不少于5m，替棚时使用3.0～3.5mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，严禁空帮空顶，支柱初撑力不低于90kN。

替棚后清理浮矸浮煤，保证巷道净高不低于1.8m。

3、超前支护：

采煤工作面上、下安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内，采取加强巷道支护，加强支护长度不少于20，距煤壁10m范围内打双排抬棚支护，10～20m范围内打单排抬棚支护，并设有专人维护，其支柱初撑力不低于90kN，净高1.8m，支柱用防倒链夹在铰接梁上防止倒柱。

行人侧宽度不低于0.7m，巷道断面满足通风、行人、运输等需要，超前支护范围内不得存放物料。

4、尾巷回收

上、下副巷随采随回，要求上尾巷与放顶线回齐，下尾巷可根据实际情况滞后放顶线1.5m回收，回收尾巷后放落顶煤，使用竹笆、椽子打严闭实。

㈢、顶板支护设计

1、煤层顶、底板

（1）、煤层顶、底板岩性（详见地质说明书）

（2）、顶底板结构

老底←直接底←煤层→直接顶→老顶

（3）、顶底板分类

直接顶为泥岩（再生复合顶），平均厚度为7.0m。

老顶为中粒砂岩（再生复合顶），平均厚度7.0m。

直接底为泥岩，平均厚度9.5m。

老底为L8灰岩，厚度3.5m。

根据34121（炮）、34141（炮）工作面观测结果分析，该工作面直接顶初次跨落步距为8～10m，老顶初次垮落步距为16～20m，老顶的周期来压步距为8～10m，属二类中等稳定顶板。

本工作面沿底回采，底板比压6Mpa,属二类中等稳定底板。

2、采场控制设计

工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。

⑴、支

要求支架在工作过程中能够支撑住顶板所施加的压力。

在直接顶初次垮落、老顶初次来压及周期来压期间支架所受压力比平时大。

因此，支护强度设计从这三个时期计算，取最大值即可满足要求。

A、直接顶初次跨落期间

直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切落在采空区，在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量，合理的支护强度为：

P1=（MALAYA）/（2L小）

=（7.0×10×2.5）/（2×3.0）=29.1t/m2

式中：

P1----支架支护强度t/m2

MA----直接顶厚度7.0m

YA----直接顶平均容重2.5t/m3

LA----直接顶初次垮落步距10m

L小----最小控顶距3.0m

B、老顶初次来压期间

要求支架在不被压死的情况下，应能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。

P2=A+（MBYBCB）/（4ktL小）

式中A----直接顶作用力t/m²

A=MzYzL/L小

Mz----直接顶垮落厚度7.0m

Yz----直接顶平均容重2.5t/m3

L----最大控顶距3.8m

L小---最小控顶距3.0m

A=（7.0×2.5×3.8）/3.0=22.1t/m²

式中：

P2----支架支护强度t/m2

MB----老顶厚度7.0m

YB----老顶容重2.5t/m3

CB----老顶初次来压步距20m

kt----岩重分配系数3.5

L小---最小控顶距3.0m

Kt----岩重分配系数，直接顶厚度与采高之比

N/N=7.0/2.0=3.5Kt取3.5

P2=22.1+（7.0×2.5×20）/（4×3.5×3.0）

=30.4t/m2

C、顶板周期来压期间

在此期间，要求支架承担起直接顶，并能承担1/4老顶的作用力，以减缓老顶的来压速度，合理的支护强度为：

P3=A+MCYCCC/4ktL小

式中:

A----直接顶作用力t/m²

A=McYcCcL/L小

Mc----老顶厚度7.0m

Yc----老顶容重2.5t/m3

Cc----老顶周期来压步距10m

kt----岩重分配系数3.5

L小---最小控顶距3.0m

Kt----岩重分配系数，直接顶厚度与采高之比

N/N=7.0/2.0=3.5Kt取3.5

则P3=22.1+（7.0×2.5×10）/（4×3.5×3.0）=26.2t/m²

取以上最大值，合理的支护强度应为：

P=P2=30.4t/m2

④、工作面支护密度G（根/m²）

G=P/Fn

式中:

F----支柱工作阻力40t/根

n----支柱工作阻力利用系数0.85

P----最大支护强度取30.4t/m²

则G=P/Fn=30.4/（40×0.85）=0.89根/m²

实际支护密度为：

Gs=4/（1×3.8）=1.05根/m²

经验算Gs>G,故工作面支护强度可满足安全生产需要。

⑵、护

a、护帮顶:

ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架前后各2根立柱，支架老塘侧有左右挡矸板，每架4根挡矸链，顶梁为整体箱式结构，支架顶梁长3000mm,宽960mm,正常生产时,支架中心距1000mm，能够全面掩护顶板，可以满足护帮顶要求。

b、护底：

护底要求支柱对底板的压强小于底板的比压，否则支柱下要穿铁鞋，该工作面支架立柱钻底量大于200mm时，支架立柱底部穿用Φ300mm的铁鞋护底，可满足护底要求。

⑶、稳

要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，须提高支柱的初撑力，控制复合顶板的初期离层，增大软硬岩层间的摩擦力。

P初=hr（cosα+sinα/f）/G实

式中：

P初----支柱初撑力KN/根

h-----复合顶板最大厚度7.8m

r-----复合岩层密度2.4t/m³

α-----煤层倾角8°

G实----支护密度1.05根/m2

f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则：

P初=[7.8×2.4×（cos8°+sin8°/0.5）]/1.0

=23.74t/根

=232.65kN/根

工作面实际支护密度为1.05根/㎡，则P初=23.74/根=232.65kN/根。

故：

工作面支架每根支柱初撑力保证在232.65kN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。

三、爆破设计

采用毫秒爆破进行爆破落煤，详见爆破说明书。

1、爆破器材的选用

选用MFB-200型网络测试数显发爆器，最大起爆能力100发，选用安全等级为三级的煤矿许用含水炸药。

采用1-5段合格的煤矿许用毫秒延期电雷管，桥丝为镍铬丝,铁丝脚线,电阻一般为5-6Ω，延期量及脚线标志见下表：

毫秒雷管毫秒量与段别标志表

段别

1

2

3

4

5

延期量

（毫秒）

<13

+10

25

-10

+10

50

-10

+15

75

-10

+15

110

-10

脚线标志

灰红

灰黄

灰兰

灰白

绿红

2、炮眼布置和装药量

a、工作面采高1.8～2.2m，采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机配长1mФ40mm的麻花钻杆打眼，采用“双排对子眼”布置炮眼，每架2眼，顶眼间距1m，距顶板0.8m，眼深0.8m；底眼间距1m，距底板0.3m，眼深0.9m。

详见炮眼布置图。

b、联线方式：

联炮必须采用串联，不得并联或混联，起爆顺序自下而上底、顶眼依次起爆。

（其联线方式见图）：

-

2345

1234

3、起爆长度及装药量：

工作面采用一次打眼，分组装药，每组装药必须一次起爆，一次起爆长度一般为5m。

均采用正向装药，顶眼一般装药量150g，底眼一般装药量300g。

正向装药示意图

12345

1、雷管脚线2、炮泥3、雷管4、药卷5、聚能穴

4、封孔方式：

采用水炮泥封孔，并用黄土填满封实，要求封泥长度不低于孔深的一半。

详见爆破参数及材料消耗表

爆破参数及材料消耗表

项目

底眼

眼深

m

延期

时间

Ms

装药量g

封孔

黄泥

m

项目

顶眼

眼深

m

延期

时间

ms

装药量

g

封孔

黄泥

m

1

0.9

<13

300

0.4

2

0.8

150

0.4

2

0.9

300

0.4

3

0.8

150

0.4

3

0.9

300

0.4

4

0.8

150

0.4

4

0.9

300

0.4

5

0.8

150

0.4

底眼消耗

雷管

114

炸药

114×300

=34.2kg

顶眼

消耗

雷管

114

炸药

114×150

=17.1kg

每排巷炸药消耗量51.3kg,每排巷雷管消耗量228个

万吨炸药消耗量1487.7kg，万吨雷管消耗为6612个

封孔长度不少于0.4m，采用黄泥，水炮泥封孔

第三节通风及瓦斯监测系统

一、通风路线（详见通风系统图）

新鲜风→副井→中央轨下→-110大巷→34石门→34进风联巷→34运输下山→34142下联巷→34142下副巷→34142工作面（乏风）→34142上副巷→34142上车场→34辅助下山→34专回联巷→34专用回风巷→34总回风巷→陈沟风井→地面

二、风量计算

⑴、按工作面同时最多人数计算

Q1=4NK

=4×90×1.4=504（m3/min）

式中：

Q1-----采煤工作面所需风量m3/min

K---备用系数取K=1.4

N---同时最多人数为90人

⑵、按工作面一次放炮炸药消耗量计算

Q2=25A

=25×5（0.3+0.15）=56.25（m3/min）

式中：

Q2-----采煤工作面所需风量m3/min

A---一次爆破的最大炸药量，1.8kg

25---冲散每千克炸药爆炸炮烟所需风量m3/min

（3）、按瓦斯涌出量计算

　A绝

　　Q3=——K

　　C

A绝=（114×3.0×1.4×4×0.8）/（8×60）

=3.2（m3/min）

3.2

Q3=------×1.2=384（m3/min）

0.01

式中：

Q3----采面所需风量m3/min

A绝--绝对瓦斯涌出量m3/min

C—采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯浓度小于1%

K—瓦斯涌出不均衡系数取1.2

根据以上计算取计算风量的最大值:

Q采=Q1=504（m3/min）,根据郑煤集团生字[2008]9号文件要求，炮放工作面风量不得低于400m3/min,故该面风量取504m3/min。

⑷、风速验算

根据以上计算取最大配风量504m3/min，并进行风速验算：

　　V大=504/（60×1.8×3.0）=1.5m/s<4m/s

　　V小=504/（60×1.8×3.8）=1.2m/s>0.25m/s

经验算风速在0.25～4m/s之间,符合《煤矿安全规程》规定，因此34142炮采工作面风量配备504m3/min，符合《煤矿安全规程》和集团公司的有关规定。

三、瓦斯监控系统

1、工作面共安装四种安全监控设备，通风安全监控设备的种类、数量、位置及控制区域：

一个监测分站（S），一个瓦斯电闭锁，一个馈电传感器，四个甲烷传感器（T1、T2、T3、T0）。

监测分站（S）安装在34运输下山的新鲜风流中，馈电传感器安装在34141变电所内的34142工作面的总截路开关上，并与平地瓦斯监测系统联网，瓦斯电闭锁由监测分站完成；里甲烷传感器（T1）安装在上副巷距工作面5～10m处；外甲烷传感器（T2）安装在34142上车场距34辅助下山10～15m处，（T0）安装在上隅角，（T3）安装在下副巷距工作面5～10m范围。

当瓦斯监控系统出现故障时，必须及时处理。

处理故障时，要加强人工检查瓦斯，消除瓦斯积聚现象。

按规定上隅角悬挂好便携式甲烷测定器，每班班长必须随身携带便携式甲烷测定器，以便随时检查瓦斯。

2、电源电缆及信号电缆敷设

⑴电源电缆：

从34141变电所引出四条供电线路：

第一条供给34142液压泵站，第二、三条并联供给34142工作面、下副巷胶带输送机、刮板输送机和潜水泵及综合保护,第四条供给34142上副巷无极绳绞车及综合保护。

⑵由监测分站引出四条信号电缆，第一条经过34142上联巷沿上副巷敷设至距工作面5～10m处接里传感器（T1），第二条经过34142上联巷沿上车场敷设至距34辅助下山10～15m处接外传感器（T2），第三条经过34142上联巷沿上副巷敷设至34142工作面上隅角接传感器（T0），第四条经过34142下联巷沿下副巷敷设至距工作面切巷5～10m处接传感器（T3）。

3、T0、T1、T2、T3报警点、断电点、复电点及断电范围

名称

报警点

断电点

复电点

断电范围

T1

1.0%

1.0%

<1.0%

工作面及其上、下副巷全部非本质安全型电气设备

T2

1.0%

1.0%

<1.0%

工作