金旗煤矿1M03采煤工作面作业规程.docx
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金旗煤矿1M03采煤工作面作业规程
务川县金旗煤矿
1M03采煤工作面
作
业
规
程
矿长：
廖星良
编制：
谭华
日期：
2013年6月28日
措施名称：
金旗煤矿1M03采煤工作面作业规程
作业规程审批栏
矿长：
工程师：
生产副矿长：
安全副矿长：
施工负责人：
目录
第一章概况………………………………………………3第二章采煤方法…………………………………………………5
第三章顶板管理………………………………………………8第四章生产系统………………………………………………13第五章劳动组织和主要经济指标……………………………17第六章煤质管理………………………………………………18第七章安全技术措施…………………………………………19第八章附图…………………………………………………33
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1M03炮采工作面位于+1190水平采区东翼，为该采区的第三个工作。
该工作面运输巷标高+1190m，回风巷标高+1238m。
1、井下位置及相邻关系
该工作面东临井田边界，南临+1238西翼回风平巷，西临1M01采空区,北临+1190东翼运输平巷。
2、回采对地面设施的影响
该工作面煤层与地表系深170m—250m之间，采后对地面影响不大，且该工作面对应地表无房屋、公路等构筑物。
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为M煤层，通过地质揭露情况，该工作面范围内，煤层赋存较稳定，煤层厚度在0.8—1.8m之间。
煤层特征表
序号
区域组
煤层名称
煤层厚度（m）
煤层夹矸数
稳定性
煤层倾角（度）
煤种
顶底板
岩性
最小
最大
平均
顶板
底板
1
吴家
坪组
M
0.88
0.92
0.90
1
较稳定
10-20
贫
煤
炭质页岩、灰岩
粘土岩
第三节地质构造断层情况以及对回采的影响
根据现有巷道揭露，该工作面煤层稳定，构造简单，煤层平均倾角16°，平均煤层厚度1.30m，瓦斯含量低，不含矸石，顶板易垮落，但从整体上说，煤层赋存条件较好，易于开采。
根据掘进探明的地质情况，该工作开采时加强顶板管理，加强支护管理，可控制顶板，并严格回柱控顶。
第四节水文地质
该面水文地质条件较简单。
在工作面回采巷道的掘进中，未发现顶板有滴水淋水现象，采煤工作面在回采过程中主要充水水源为M煤层顶、底板裂隙水，间接充水水源为长兴组灰岩水，预计在回采过程中，正常涌水量为1-3m³/h，最大涌水量为5m³/h。
第五节影响回采的其它因素
一、瓦斯及有害气体含量低，煤层有自燃倾向性、爆炸性,没有发生过煤与瓦斯突出。
二、技术部门对工作面回采过程中的具体建议
1、该面顶板裂隙发育，回采过程中应加强顶板管理。
2、回采过程中如遇地质构造异常，及时与技术部门联系。
第六节储量及服务年限
本工作面属+1190m水平一采区M煤层东翼采煤工作面，工作面推进由东（开切眼）向西采至1M01采空区。
走向长最大80m，最小70m，平均75m；
倾斜长最大170m，最小150m，平均160m；
煤层厚度最大1.8m，最小0.8m，平均1.3m；
煤层倾角最大20°，最小10°，平均16°；
开拓煤量1.56万吨，可采煤量1.4万吨，回采率90%，可采期为3个月。
第二章采煤方法
第一节采煤方法
1、采煤方法：
根据煤层的赋存条件及我矿的技术装备力量、煤层倾角等，采用走向长壁前进式式采煤方法。
2、选择依据：
走向长壁、前进式采煤法和通风、运输和资源回收及安全管理。
工作面采用垮落法管理顶板，工作面采取爆破落煤。
第二节采煤工艺
1、工艺流程
检查瓦斯→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→爆破→检查瓦斯→临时支护→运煤→支柱→移溜→回柱→支柱维修
2、采高和循环进度采高：
1.5m工作面长度：
160m
循环进度1.0m
3、落煤方式：
爆破落煤
炮眼布置形式：
采用双排眼打眼放炮：
打眼用MZ-12型煤电钻，1.5m麻花钻杆，分别从工作面中间向机头、机尾同时进行打眼。
顶眼距2m，距顶板0.30m，装药量0.6kg/眼，底眼倾斜打眼，眼距1.2m，倾角60°。
水平夹角偏下山75°，装药量0.6kg/眼。
爆破：
使用2#煤矿硝铵类炸药，每卷0.2kg，长20cm，￠33㎜。
配合8#瞬发电雷管或毫秒延期电雷管。
发爆：
用MFB50-2型电容式发爆器。
放炮母线不小于100m，发炮顺序从机头向机尾方向依次放炮。
采用串联联炮、反向装药，一次放炮长度，视顶板情况而定，但不得超过4m。
炮眼布置附后。
爆破说明书
序号
名称
单位
数量
序号
名称
单位
数量
1
炮眼数目
个
106
4
工作面瓦斯
低
2
总炮眼深
米
127
5
煤层硬度
F
1—2
3
底板硬度
F
4—6
6
总装药量
㎏
63
4、装运煤
工作面放炮后，由人工移溜用铁锹将爆落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出装入1t自卸式矿车，柴油机车运煤。
5、工作面支护及采空区处理
A、工作面支护形式，采用DW系列单体液压支柱配合HDJA-1000mm的金属铰接梁支护，柱距为0.8m、排距为1m,最大控顶距为4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距为1m。
按见四回一的方式进行顶板管理，靠切顶线侧两基本柱间加设两根戴帽点柱作为密集支柱。
⑴支护质量
a、支柱打成直线，排距1m，柱距0.8m，偏差均不超过±100㎜；端面距不大于300mm，新暴露的顶板要及时支护。
b、支柱支设，迎山角3—5°，工作面支柱必须全承载。
c、支柱钻底量大于100㎜时要穿鞋，初撑力不得低于90KN。
d、煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死，活柱升缩量不少于150㎜。
e、不得使用折损的坑木，且必须每个循环内全面检查一次支柱，发现损坏和失效的支柱立即更换。
f、临时支柱的位置应不妨碍架设基本支柱，基本支柱未支设好不准回撤临时支柱。
⑵接顶要求：
点柱必须使用柱帽接顶柱帽规格600×180×90mm，顶板破碎和漏顶处，必须使用顶梁、棚板等接实背严，严禁空顶，超前移梁管理顶板，并必须支设临时支柱。
B、采空区
工作面采空区采用全部垮落法处理。
6、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×s×h×r×c=160×1.0×1.3×1.1×90%=205t
式中：
W——工作面正规生产能力，t
L——工作面平均长度，m
S——循环进度，m
h——工作面设计采高，m
r——煤的密度，t/m3
c——回采率，%
设备配备表
设备名称
规格型号
数量
备注
刮板输送机
SGB-30
2部
真空智能起动器
QBZ-315
2台
真空馈电开关
BKDZ-630
1台
馈电
DWBQ-350
2台
综保
BBJT4-2
1台
煤电钻
MZ-12
2台
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
1、合理支护强度的计算
顶板压力Q=一次冒落高度×岩石重力密度×工作面长度×最大空顶距=1.3×2.5×100×4.2=1365KN
工作面DW-0.6型液支柱工作阻力F=450×140=6300KN
可见F﹥Q，所选支架的工作阻力符合要求
二、鉴于本工作面围岩性质及实际情况工作面使用外注式支柱。
1、直接顶初次垮落步距10m
2、初次来压步距10m，最大平均支护强度11.42KN/m，最大平均顶底板移进量0.23m，初次来压显现程度不明显。
3、周期来压来压步距30m（经验）最大平均支护强度9.81KN/m，最大平均顶底板移进量0.3m（经验）周期来压显现程度不明显。
4、巷道超前影响范围20m。
三、乳化液泵站设计
1、液压管路：
乳化液泵站→运输大巷→工作面
2、泵站及管理要求：
⑴泵站司机严格执行操作规程及交接班制度，必须认真填写记录。
⑵开泵前，对泵站进行全面检查，确认无误后方可开机。
司机严禁离开岗位，如果离开则必须停止设备运转。
⑶泵站运转过程中，若出现声音异常、震动较大、压力、温度持续升高或压力不正常等特殊情况，必须立即停泵检查处理。
⑷泵站乳化液配比浓度必须符合要求，达到3-5%，泵站压力不低于24Mpa，且无漏液现象。
⑸正常情况下，乳化液泵正常情况下只准开一台泵，另一台备用；若有损坏及时找出原因，进行处理。
⑺注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。
⑻更换液压管或液压管密封，应停泵或关闭断路阀。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方法
1、规格型号：
DW-06或DW-08型
2、护顶方法。
⑴采用单体液压支柱配合HDJA-1000mm的金属铰接梁支护顶板，正常生产期间采用“三、四”排管理。
⑵工作面最小、最大控顶距及放顶步距
本工作面最大控顶距为4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距为1m。
二、回柱放顶方法
a、回柱方式：
采用人工进行回柱
b、回柱顺序：
卸载→拉柱
c、操作方法：
1、准备工作
①备齐回柱工具（卸载手把，牵引绳等）
②认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支护，确保无安全隐患后，方可开始作业。
③清理维护好后路，打好护身柱。
2、技术要求
①回柱顺序由下向上，从采空区向煤壁回收，严禁提前摘柱或进入采空区作业。
②回柱时必须在顶板条件好，支护可靠的安全地带。
并必须补齐支柱后，方可回柱。
如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱。
③正常回柱放顶分段距离不得小于15m，回柱、爆破工序采用单行作业，不得与其它工序平行作业。
④回柱放顶至少两人一段，一人回柱、一人观察顶板及支护情况，两人都必须在支架牢固的斜上方安全地点作业。
⑤实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐地靠在材料道采空区侧，材料码放整齐，确保人行道畅通。
⑥回柱后局部悬顶超过沿倾向5m，走向悬顶2m时，必须进行人工强制放顶。
3、安全注意事项
①禁止在顶板破碎，压力大，支护状况不好等地点分段。
②回柱人员必须在顶板完整，支架完好地点，进行操作。
③遇死柱时，先支好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或其它方法强行回撤。
④回柱过程中要时刻注意顶板及支护状况，发现异常立即停止作业，及时维护。
如顶板压力大，难以处理时，及时撤人，并及时报告调度室及相关领导。
待顶板稳定后维护好再回柱。
⑤当顶板压力较大时，卸载手把必须使用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载。
⑥严禁使用其他工具代替卸载手把操作。
三、特殊支架
1、单排密集切顶。
正常回采期间，采空区用单排密集切顶，切顶密集柱在放顶一侧，与正规柱一样，打成直线，迎山有劲，初撑力不小于90KN。
2、抬棚。
初放、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支柱不正规等情况下支设。
第三节工作面端头支护，超前支护和特殊支护
一、端头支护
工作面机头端头采用兀型梁配合单体液压支柱四梁八柱抬棚支护，兀型梁长度2.4m，一梁二柱，机尾端头一梁二柱支护，工作面机头机尾各设一木垛。
二、超前支护
（1）超前支护距离
两顺槽超前支护距离不得少于20m，支护距离从工作面煤壁算起。
（2）超前支护形式
超前支护采用单体液压支柱配合兀型梁支护，一梁四柱双抬棚支护，超前20m范围内巷道高度不低于1.6m。
（3）超前支护工程质量
①单体支柱必须支在实底上，且必须排成直线，迎山有力；
②单体支柱初撑力不小于90KN；
③单体支柱的三用阀注液口统一朝向采空区方向；
④超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐；
⑤发现漏液或失效支柱要及时更换；
⑥回收下的单体液压支柱，放在超前支护范围以外待支护地点，且必须摆放整齐，两顺槽必须各备用10根单体液压支柱。
三、闲置、废旧物品设备的存放和管理
工作面闲置、废旧物品设备应及时出井，不能及时出井的要码放在距工作面100m以外的区段平巷靠煤帮处，并要码放整齐，专人管理，留名挂牌，不得影响行人、通风及运料，并保证行人侧净宽不小于0.7m。
超前20m范围内严禁堆放任何设备和物料。
四、运输巷、进风巷支护回撤
⑴两顺槽随工作面放顶进行回撤，机尾处要求该支柱后方与工作面切顶线齐，机头处支柱后方滞后切顶线1.5m。
⑵运输巷输送机缩短后，该输送机正后方即从工作面机头后至切顶线范围内加密支柱。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、出煤系统
（一）运输设备及运输方式：
工作面回采出的煤通过工作面刮板输送机１部→转载刮板输送机２部→1t自卸式矿车→柴油机车运输→地面
（二）运料线路：
地面→主井→井底车场→运输大巷→工作面
第二节通风与监控系统
一、通风系统：
1、工作面采用一进一回的“U”形通风方式。
新鲜风流：
地面→主井→运输大巷→1M03运输顺槽→工作面
→1M03风顺槽→回风平巷→风井→地面
2、工作面风量计算
⑴、按瓦斯涌出量计算：
Q采=100KQcH4采=100×0.32×1.6=51.2m3/min
式中：
QcH4-采煤工作面的瓦斯涌出量，
m3/minK采通-为采煤工作面通风系数（1.2-2.1）
⑵、按工作面温度与风速计算
Q采=60VS=60×0.6×5＝180m3/min
式中：
V采—良好气候下的风速
m/sS采—采煤工作面的平均有效断面m2
⑶、按工作面人数计算
Q采=4N=4×15=60m3/min
风速验算
15S≤Q采≤240SQ采≥15×5=75m3/min
Q采≤240×5＝1200m3/min
工作面风量取温度与风速计算值250m3/min附通风系统图
二、安全监测，监控系统
1、传感器的布置，种类工作面必须安设甲烷传感器，布置于1M03回风顺槽距工作面不大于10m的位置，传感器应垂直悬挂，距顶板不大于300㎜，距巷道侧帮不小于200㎜。
2、报警、断电，复电浓度报警浓度为≥0.8%CH4，断电浓度为≥1.5%CH4,复电浓度为＜0.8%CH4
3、断电范围
工作面及回风巷中全部非本质安全型电设备。
甲烷断电仪（控制器）及传感器电源不在断电范围内。
4、安全监测，监控系统管理
（1）本班负责传感器的前移，回撤工作，确保监测监控设施的正常使用。
（2）瓦斯监测监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接，严禁与其它电缆共用。
（3）监测、监控设备由机电部门专人安装调校，试验并定期及时校验，维修，确保传输可靠，数据准确。
二、综合防尘系统
1、两巷各设一防尘供水管路，保证水源、水压，减少煤尘堆积。
2、坚持综合防尘措施，喷雾、降尘设施要应用得当。
3、定期加强巷道清尘、灭尘，采煤机内外喷雾要使用。
4、各转载点有洒水喷雾装置并保持完好，做到开机喷雾。
5、确保隔爆水袋齐全完好。
6、做好个人防护。
三、防灭火系统
1、在工作面机头处及移变处准备灭火器，并齐全完好，所有人员必须会使用灭火器。
2、回风巷设隔爆水袋，每一道水袋每平方米巷道断面不低于200L水量。
3、供水系统
回风平巷静压管→1M03回风顺槽→工作面（各转载点净化水幕）→1M03运输顺槽→工作面下部装车点
第三节排水系统
一、排水路线
工作面→采区大巷→运输大巷→地面
二、排水方法
排水沟自流出井。
第四节供电系统
工作面电源引自井下配电所，供刮板机、液压泵站、信号、照明。
第五节通讯、压风洒水系统
一、通讯系统
1、通讯系统路线地面调度室→运输巷→运输顺槽→工作面
2、通讯设施及相关事项
⑴通讯电话应悬挂在顺槽距工作面50m处，电话及线路保持完好，不得随意拆移电话，严格执行每班三汇报制度，发生事故及时向调度室汇报。
⑵通讯电话与电缆不准安装在同一侧，工作面人员不准随意按电话紧呼按扭。
二、工作面运输顺槽巷每隔40m安装一喷头，各装载点分别安设喷头，与采区洒水管路相通。
三、压风系统：
压风管路由地面安设到主井到工作面。
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
一、循环方式
一日一循环，循环进度1.0m，坚持正规循环作业。
二、作业形式
“三、八”作业制，两采、一准。
三、组织方式
序号
工种
出勤人数
序号
工种
出勤人数
早班
中班
晚班
早班
中班
晚班
1
移梁回柱
2
2
2
6
泵站司机
1
1
1
2
开车
1
1
1
7
班长
1
1
1
3
移溜拉料工
2
2
2
8
电工
1
1
1
4
爆破工
1
1
1
9
安全员
1
1
1
5
瓦检员
1
1
1
10
管路工
1
1
1
合计
7
7
7
合计
5
5
5
第二节主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
工作面长度
m
160
斜长
2
煤厚
m
0.8-1.8
3
采高
m
1.3
4
循环进度
m/循环
1.0
5
循环产量
吨/循环
205
6
月进度
m/月
30
7
月产量
吨/月
6150
8
平均日产
吨/日
205
9
日出勤人数
人
36
10
回采工效
吨/工
5.69
11
坑木消耗
m3/万吨
50
12
火药消耗
kg/万吨
3102
13
雷管消耗
发/万吨
5171
第六章煤质管理
一、煤质指标
要求采出的煤炭含矸率不得超过1%。
二、提高煤质措施
⑴加强顶板控制，杜绝冒顶、漏顶事故。
⑵各班发动运输线各岗位人员拣矸。
⑶输送机停止运转或出湿煤时，要及时停止转载点喷雾。
第七章安全技术措施
第一节一般规定
1、各工种必须经培训合格，学习领会作业规程后方准上岗作业，操作中严格执行三大规程，并加强安全生产法制、法规教育。
2、生产中必须建立健全安全管理机构，岗位责任制度、奖罚制度、交接班制度、安全活动制、火工品管理制度等。
工作面必须设专职安全管理员，统一指挥作业，进入工作面先检查工作面安全情况，确保安全无隐患后，方准安排作业人员进入现场进行作业。
3、各工种严格执行敲帮问顶制度，工作面要做到三平一直两畅通，保证行人、通风、运料畅通，并设专人负责，定期检查验收工程质量，严格把关，责任到人。
4、交接班制度
⑴各工程人员执行交接班制度，各班班长、机电维修人员，放炮员要认真负责，严格执行。
⑵交接内容:
工作面有无安全隐患，刮板输送机完好情况，顶板变化情况，支护情况、火工品管理情况、通风、瓦期、煤尘、初次放顶及地质条件变化情况，机电设备运行情况等。
⑶交接的安全隐患，必须在安全管理人员现场处理后方准作业。
第二节爆破管理
1、打眼
（1）、打眼工必须经过专业培训，专职打眼。
（2）、电钻联、启、闭必须灵活，零部件齐全，电缆及综合保护必须完好。
（3）、作业前应脱掉手套，扎紧袖口，认真观察顶板及围岩情况，发现隐患，应及时处理。
（4）、禁止在旧眼，残眼内或煤（岩）裂缝中打眼，禁止用打眼的方法加深炮眼残底，禁止站在输送机上打眼，打眼过程中，禁止用手或戴手套扶托钻杆，清理钻末。
（5）、打眼工应按规程作业，放炮后要保证煤邦平直。
（6）、打眼时要时刻注意煤壁及支护状况，打眼前，应敲邦问顶，处理伞檐和松动的煤矸。
（7）、打眼时注意输送机及其上方，防止煤矸等杂物碰伤。
（8）、电钻打眼要断续启动，打眼时要托稳电钻，均匀用力推进并往返拉动钻杆，拉出眼内煤岩粉。
（9）、炮眼布置要错开支柱，禁止正对支柱，严禁打到支柱。
（10）、打眼时禁止开动输送机。
（11）、打眼结束后，切断电源取下电钻，将工具撤出工作面上、下出口20m外的安全地点，并将电线盘成“o”型悬挂。
2、装药
（1）放炮员必须持证上岗，装药放炮必须由专职放炮员进行。
（2）引药由放炮员在安全地点装配，严格执行《规程》第326条。
（3）引药必须单独的放在药箱里，并由放炮员从人行道带进工作面装药地点。
（4）装药前必须认真检查，严格执行《煤矿安全规程》第331条。
（5）装药时，按《煤矿安全规程》第327条执行。
（6）炮眼封泥用水炮泥，水泡泥外剩余的炮眼部分用炮泥封实，严禁用煤粉，块状材料或其他可燃性材料代替，炮眼封泥执行《煤矿安全规程》第329条规定。
3、放炮：
（1）严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮制”并在能够进入放炮涉及地点的所有通路上设警戒，警戒人员必须在安全处。
（2）放炮前，班组长必须亲自布置专人担任警戒，放炮地点上、下70m内严禁有人，安全警戒不少于70m。
（3）放炮前，认真检查发爆器、放炮母线、瓦检仪，不齐备和达不到完好标准的不准放炮。
（4）放炮前，必须认真检查放炮地点顶板，煤壁，支架等情况，不具备条件严禁放炮。
（5）放炮时，班组长清点人数，并亲自发出放炮命令，若第二次放炮，程序跟第一次一样。
（6）放炮时，放炮员接到放炮命令后高喊三遍“放炮了”，至少等5S后，方可起爆。
（7）禁止使用两台发爆器同时起爆，严禁放糊炮，明炮和用明火，明电或其他动力起爆。
（8）放炮员联线和拉线要走人行道，并携带好发爆器钥匙，不得转交他人。
（9）拒爆时，先停留15min后，再沿线检查，如因联线造成的，重新联线放炮，仍不爆者，作一记号，按瞎炮处理。
（10）处理瞎炮、残炮的方法，由原打眼工在距原眼300㎜处打一平行于原眼的炮眼，装药放炮，处理拒爆炮眼爆炸后必须详细检查炸落的煤矸收集未爆的雷管，禁止使用镐刨残炮，瞎炮；禁止用打眼的方法加深残炮眼。
处理瞎炮时，应由班组长和放炮员负责，其它人员应撤离到70m外。
（11）放炮后，等吹散炮烟后，放炮员和班组长必须巡视放炮地点，检查通风，瓦斯、煤尘，顶板，支架，瞎炮，残炮等情况，发现问题，立即处理，确认无危险后方可撤回警戒，进入人员作业。
（12）装药的炮眼当班必须爆破，若遇特殊情况无法当班爆破，放炮员必须在现场向下班交清情况。
（13）严禁空顶作业，回柱与装药、放炮不得平行作业。
4、火工品管理
（1）放炮员凭计划领取雷管，核对数量后装入专用箱并加锁，并必须由放炮员携带。
（2）炸药和雷管必须由放炮员分别存放在专用箱内，并且在顶板完整，支架完好，避开电器设备和警戒线以外的安全地点，严禁乱扔乱放。
（3）放炮后，剩余的雷管必须当班交回火药库，升井后，填入火工品管理台帐。
三、安全监控
1、瓦斯传感器由安全监测人每隔7d使用标准气样和空气样调样一次，每隔7d对瓦斯断电功能进行测试，每天必须由专人检查瓦斯传感器显示是否正常，并使用便携式瓦斯报警仪与瓦斯传感
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