炮采工作面作业规程.docx
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炮采工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置与2001底煤复采工作面位于盘区运输巷以东，2005掘进工作面以南，东至古空区，掘进方位角α=110。
，工作面长度100m，顺槽长度210m。
二、工作面境界范围与地表状况
2001工作面地表位于柏凹村以北，可涧沟以南，工作面地表为荒坡、黄土残垣，沟壑频繁，多成V字形，有少量耕地。
无建筑物、公路、积水等影响，河槽无常流水，在雨季发洪期间有水涌出，对工作面回采无影响。
三、回采对地面的影响：
本工作面相对地表位置为山地形，冲沟发育地表无建筑物，回采时会造成地面塌陷区都在冲沟范围内。
第二节煤层
一、煤层厚度
2#煤层上分层已回采，剩余煤层厚度平均4m，顶分层采空局有少量残溜煤柱。
二、煤层产状：
工作面范围内煤层走向15～20。
，倾向285～290。
，倾角2～5。
，产状变化比较稳定。
三、本工作面煤层稳定，中间夹有一层矸石，厚度0.3-0.8m，在回采过程中不受影响，煤层层理分明，节理发育，硬度f=2,对回采无太大影响。
四、根据《煤炭质量分级》标准，2#煤层属中灰、中硫、低磷，特高热值焦煤，该煤层Vdaf为20.31%，Y值为17mm，GR.Z值为70，故煤类为JM。
第三节煤层顶底板
一、2#煤层伪顶为黑色泥岩，厚度0.2m左右，直接顶以灰色，黑灰色中细粒砂岩，厚度4米左右，老顶为浅灰色，厚层状中粒K8砂岩，厚度3.6m左右。
二、2#煤层底板为灰、深灰色、黑灰色砂质泥岩，厚度2.3m，是3#煤顶板。
三、煤层综合柱状图：
（附后）
第四节地质构造
一、2001回采工作面地质构造简单，倾向具舒缓波状，起伏变化，属于幅度不大的宽缓褶皱发育。
对地层煤层影响不大。
在回采过程中不会遇到断层、陷落柱和其它地质构造，由于上分层大部分已采空，回采时压力增大，可能涌出有害气体和水，局部冒顶等，因此需加强探放水工作，有害气体监测和顶板管理，以利安全生产。
第五节水文地质
一、回采面正常涌水量为10m3/d，2#煤层以顶板砂岩充水为主，其次在开采过程中，产生的榻陷裂隙带，在局部地段接受上部砂岩及风化裂隙水的充水补给。
地表水体和巷道水影响不会对开采造成威胁，本区冲沟为季节性河流，平常无水，只在雨季才有洪水，来猛运速，井口位于最高洪水位线以上。
所以地表水对开采影响不大。
2#煤层赋存最低标高+630m以上，高于奥灰水位，在开采过程中不会有突水可能。
二、2001回采工作面无老窑采空区，本矿主要为采空区内的积水，随着开采过程中，工作量增加淋漏水现象，影响不大，但要加强探放水工作。
本井田2#煤层水文地质条件属简单类型，充水含水层富水性弱，地表水属季节河流，冲沟发育，所以2#煤层生产矿井涌水量一般水不大或无水。
三、回采面正常涌水量10m3/d，最大涌水量20m3/d。
回采时，采空区积水流入巷内，可在2001回风巷内低凹处打临时水仓，用水泵排至主水仓。
第六节影响回采的其他因素
一、本矿井没有出现过瓦斯、二氧化碳突出情况，根据矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量6.08m3/T，绝对涌出量为3.26m3/min。
二、根据《山西煤矿安全装备技术测试中心》对煤尘爆炸及爆层自燃倾向性鉴定结果可知：
煤尘爆炸指数为21%。
三、根据《山西煤矿安全装备技术测试中心》对煤尘爆炸及爆层自燃倾向性鉴定结果可知：
工作面煤层的自燃倾向为Ⅱ级，属自燃煤层，参考相邻采煤工作面，确定自燃发火期为6个月。
四、根据相邻采掘工作面温度为18-20。
分析，地温对回采没有影响。
第七节储量及服务年限
一、工作面工业储量
Q工=215×100×1.35×3.3=9.58万吨
可采储量：
（可采长度165米，回采率85%）
Q可=165×100×1.35×3.3×85%=6.24万吨
二、工作面服务年限
工作面服务年限＝可采推进长度÷设计月推进度＝165÷50＝3.3（月）
第二章采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式爆破开采金属网假顶采底煤放中煤的采煤方法。
工作面采用爆破落煤，刮板输送机运煤，单体液压柱支护，全部垮落法管理顶板。
由于本井田范围内上分层已采，剩余煤层厚度3.3m，采底煤2m，放顶煤1.3m，回采面属水平布置，沿倾斜推进。
它的优点是煤炭损失少，采煤连续性强，单产高，采煤系统比较简单，对地质条件性较强。
第一节巷道布置
一、2001回采面运输顺槽利用风桥穿过盘区回风巷与盘区运输巷连接，回风顺槽与回风巷相连通，用铁调节风窗调节工作面风量。
二、回采面运输顺槽、净断面6.16m2，回风顺槽净断面为5.28m2，采用工字钢支护，切眼断面4.8m2，采用单体柱、兀型梁支护，回风顺槽在工作面上方，担负回风、行人、运料等任务，运输顺槽在工作面下方，担负进风、行人、运煤等任务。
四、2001工作面及巷道布置平面图图：
第二节采煤工艺
一、本工作面采用炮采式回采工艺，即爆破落煤、清煤、放顶煤、刮板机运煤。
采煤流程：
打眼装药→爆破落煤→铺联网→移前梁→装运煤→补柱→移后梁→放顶煤→移溜→补柱。
二、工作面采高2.0m，放顶2m，循环进度1m。
三、爆破工艺及要求
炮
眼
名
称
炮
眼
编
号
眼
深
（m）
眼距
（m）
炮
泥
个
数
封
泥
长
度
炮眼角度
每孔
装药
量（g）
总装药量（kg）
爆
破
顺
序
连
线
方
式
雷
管
种
类
炸
药
种
类
水平
竖直
仰
俯
顶眼
1
0.9
1.5
1
0.5
75-80
5-10
200
10.6
-
串联
8#瞬发电雷管
2#销铵炸药
底眼
2
1.0
0.75
1
0.6
75-80
10-15
200
21.2
-
四、描述采煤工艺流程：
1、打眼装药：
采用MZ-1.2型手持式煤电钻，1.2m麻花钻杆、煤钻头及综合保护装备，严格按照《爆破图表》打眼装药。
2、联线放炮
本工作面采用一台放炮器放炮，备用一台，放炮器型号为MDB-100型。
从机尾向机头依次联放。
联线方式为串联联线，每次联炮个数为一个顶眼两个底眼。
放炮时，放炮母线不得少于3５米，放炮员、班组长、安全员都必须现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，必须在放炮地点3５米以外的上下方设好警戒，联放炮过程中，发现有支柱倾倒、顶板破碎等不安全因素时，放炮员要立即停止放炮，通知移梁人员进行维护，无问题后方可继续放炮。
3、移前梁护顶
放完炮后，把对梁中靠机尾侧的梁前移一个循环，移梁步距系1米，移梁时，先将所移梁下落山侧一根柱卸载，及时打成带帽点柱紧贴该梁支好，然后将梁下其余两柱卸载，将梁迅速移至煤帮，用1#和2#柱将梁支起，形成一梁两柱，完成移梁护顶过程。
柱帽规格0.4×0.2×0.2m。
移梁必须3人进行，一人挑网，二人使支柱卸载并前移，必须移完一架，再移一架，坚决禁止同时移相邻的两架，如果不能及时移梁或煤邦超宽时，应打好临时带帽点柱。
4、清煤
移梁护顶结束后，在支护良好的情况下清煤，并随时敲邦问顶，处理伞檐，将责任区内煤邦浮煤处理干净。
5、补柱移后梁
工作面清煤完毕后，将落山的柱帽回出，移支在前移梁煤帮打成贴帮柱，形成一梁三柱，柱帽收好复用。
同时把后梁移成对梁，补齐柱。
支架布设要求齐直。
6、放顶煤
初次放顶步距为18m，当新工作面初次放顶结束后，老顶完全垮落，在工作面正规循环和移梁工序完成后，开始放顶煤。
其方法是相邻两组架中间在溜子上方0.2m处剪开一个高0.4m，宽0.3m的放煤口，放煤口间距0.8m，由机尾向机头，间隔式剪放煤口，把剪开放煤口的煤全部放出后，再剪剩余的未剪的放煤口，每个放煤口只允许放煤一次，放炮时如有大块煤卡住放煤口，可用长柄大捶打碎。
放煤时可把放煤分成两组，分组距不得小于20m。
每组只允许有一个放煤口，不允许同时剪两个放煤口，放顶煤要求做到缓慢均匀。
并且每组都必须配备专人观察顶板及支架变化情况，遇有活柱要运出维修。
放完煤后及时补网封口，严禁放出矸石。
7、移溜
工作面顶煤放完后，将工作面浮煤清理干净，从机尾向机头依次移溜，分段移溜长度不得超过15m，边移溜边补柱，移溜完毕同时形成一梁三柱。
先把溜子弯曲段处中间支柱卸载取掉，并且必须对另外两排支柱加液维护，保证支撑力，移溜使用移溜器，用移溜器时，应采取如下措施：
清净浮煤，检查移溜器质量，移溜器柱体两端回垫破板，平直地分次放尽，不得用手把顶溜，所用移溜柱要打紧背牢，防止移溜倾倒伤人。
移溜时，首先将机尾移过，并打好两根压尾柱。
随后依次将机身移过，移机头用进风顺槽运输溜移，并打好压柱。
8、补柱
移溜后及时补齐三排支柱，做到齐、直，柱排距符合规程规定，至此工作面正规循环作业全部完成。
七、计算工作面正规循环生产能力：
W=Lshrc=94×1.0×2×1.35=254（t）
W=94×1.0×2×1.35×70%=178（t）
第三节设备配置
一、设备配置表
名称
型号
数量
所在巷道
刮板机
SGB420/40
3
切眼、生产溜、运输顺槽、工作溜
单体柱
DZ-2.5
830
采面超前及切眼
钢梁
PL-2.4
260根
Ⅱ型结果
PL-3.2
20根
二、后付设备布置图：
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支护设计
工作面支护采用2.4米π型梁和2.5米单体柱，端头支护采用“四对八梁”3.2m长钢梁，运输、回风超前支护采用2.4米π型梁和单体柱，基本支架对梁间距0.2m，组梁间距0.75m,排距1.0m，采用箱形梁。
二、1、支护强度
经验公式：
Pt=9.8yk=9.8×2.0×2.5×6=294KN/m2。
2、支柱实际支撑力计算：
（由支柱阻力影响系数表）
Rt=KgKzKbKhKaR=0.99×0.95×0.9×1.0×49.6×9.8=370.3KN
3、支柱密度计算
N=Pt/Rt=294/370=0.8根/m2
4、根据支柱密度计算，确定排距为1.0m，柱距为0.6m。
5、合理控顶距的选择：
由于放顶煤工作面，选择最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.4m。
6、根据上述有关参数，结合采高等因素，因DZ-2.5型单体柱额定工作阴力为49.6T/m2。
Q承=9.6×2×9.8=972（KN/m2）
而支护载荷：
Q载=294KN/m2
所以Q承＞Q载，支护强度符合要求。
7、乳化液泵站设计：
（1）泵部采用：
BRW80/20型，管路采用：
16#液压管：
19/3-10m。
（2）泵站安设位置在采区运输巷联络巷中。
（3）泵站压力18Mpa，乳化液深度不低于2%-3%使用乳化液自动配比器，有现场检查手段。
第二节工作面顶板控制
一、确定顶板控制方式：
采空区顶板管理采用全部垮落法，放顶空距为1.0m，放完煤见矸即封，切顶线支柱数量齐全，无空载顶失效支柱，上下机头处使用“四对八梁”支护0.1m，上下两顺槽自工作面煤壁超过20m范围内支架完整无缺，高度不低于1.6m，并有0.7m宽以上的人行通道。
二、特殊支架
1、密集柱
进回风巷落山侧5米范围内在切线上支设密集柱。
2、压柱
工作面镏子机尾必须打压柱。
3、顶帮柱
煤壁压力大产生片帮时，在梁头下支设贴帮柱。
4、工作面漏顶时，采用圆木，背板材料，进行填顶，并用钢丝绳连接支柱，防止倒柱、倒架现象发生，同时加强支柱支撑力检测，适当加大煤眼间距，减少装药量，控制顶眼高度数量，及时处理片邦伞檐。
三、各工序平行作业的顺序和安全距离
放顶与爆破落煤等平行作业的安全距离为30m。
放顶煤与移梁平行作业的安全距离为20m。
支架与爆破平行作业的安全距离为30m。
回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查，清理好退路。
四、采用放顶煤工艺，所有支架必须架设牢固，并有防倒柱措施，严禁在浮煤或浮矸上架设支架，单体柱初撑力，柱径100mm的不得小于90KN，工作面煤壁、刮板机和支架都必须保持直线、支架间的煤矸清理干净必要采取防倒、防滑措施。
第三节运输顺槽、回风顺槽及两端头顶板控制
一、超前支护：
工作面运输顺槽、回风顺槽，超前支护必须用液压柱和π型梁，距离≥20m，具体要求，超前支护使用箱型梁顺槽巷抬棚梁两柱，排距1.5m，两安全出口净高不低于1.6m。
二、端头支护及与其他工序的街接关系：
工作面切眼机头上方采用“四对八梁”进行支护，使用3.2米π型梁，一梁三柱，两梁对梁错距1.0m，间距0.2m，工作面每推进1.0m，长梁前移1.0m，重新支好，再依次移动其余三根，最靠边一组梁距工作面基本支架或顺槽抬棚间距不大于0.4米，进回风落山侧5米范围内切顶线上支设密集柱。
三、支护材料：
单体柱使用数量为830根，规格DZ-2.5。
π型梁数量PL-3.2m为20根，PL-2.4m为260根。
备用数量：
π型梁30根，单体柱90根，材料设备码放整齐，并有标志牌。
四、工作面开切巷、运输巷、回风巷及端头支护示意图。
第四节矿压观测
一、矿压观测内容：
包括日常与柱（架）支护质量动态监测、巷道变形离层观测顶板活动规律分析等内容。
二、矿压观测方法：
矿压观测仪器型号：
ky-82，安设在工作面顶板与底板之间，根据终读数一起始读数，即为工作面下沉量。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备
工作面刮板机接顺槽刮板机到顺槽皮带到运输巷皮带运输设备表：
名称
型号
安装位置
固定方式
推移方式
皮带机
JD75-650
运输顺槽运输巷
机头打基础
机尾用钢梁固定
人工伸缩
刮板机
SGB420/40
采面、顺槽
机头、尾打压柱
移溜器
三、运煤路线：
2001工作面煤—2001运输顺槽—盘区运输巷—主井煤仓—地面。
辅助运输：
地面—斜井—井底车场—盘区运输巷—2001运输顺槽—工作面。
四、运输系统图：
第二节“一通三防”
一、回采面采用负压通风，进风风量780m3/min，回风风量8003/min。
二、风量计算：
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q=100qk=100×1.26×1.5=185m3/min
2、按工作面温度计算：
采煤工作面空气温度与风速对应表
工作面
工作面风速v/（ms·1）
空气温度/℃
煤层厚度＜1.5m
煤层厚度1.5-3.5m
煤层厚度＞3.5m
＜15
0.3-0.4
0.3-0.5
15-18
0.5-0.7
0.5-0.8
0.8
18-20
0.8-0.9
0.8-1.0
0.8-1.0
20-23
1.0-1.2
1.0-1.3
1.0-1.5
23-26
1.5-1.7
1.5-1.8
1.5-2.0
26-28
2.0-2.2
2.0-2.5
2.0-2.5
Q=60VS=60×0.8×5.2=250m3/min
3、按工作面每班工作最多人数计算：
Q=4n=4×40=160m3/min
4、按炸药量计算：
Q=25AK=25×5.5×1.45=199m3/min
5、按风速验算：
（1）按最低风速验算：
Q小=15S=15×4.4=68m3/min
（2）按最高风速验算：
Q大=240S=240×4.4=1058m3/min
6、根据上述计算，工作面实际需要风量250m3/min，实际供风量560m3/min。
三、通风路线：
主斜井运输巷→盘区运输巷→2001运输→工作面→2001回风顺巷→盘区回风巷→回风立井→地面
四、防治瓦斯包括瓦斯检查和瓦斯监测：
瓦斯检查有关规定：
1、瓦斯检查设置：
回采面上隅角、工作面及回风流每班检查3次，本班未进行的工作面，每班至少检查1次。
瓦斯员制度：
瓦斯员必须执行巡回检查制度和指示报告制度，严格执行“三对口”，并通知现场工作人员，瓦斯浓度超限时间，瓦检员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点，采掘工作面及其他作业地点瓦期浓度＜1.0%时，方可通电开动。
2、瓦斯监控设备表
甲烷传感器设置点
报浓度
断电浓度
复电浓度
断电范围
采煤工作面掘进工作面
≥1.0%
CH4
≥1.5%
CH4
＜1.0%
CH4
工作面及其回风巷或掘进巷道内全部本质安全型电气设备
五、综合防尘：
1、回采工作面进回风顺槽，均有防尘管路，回风巷每隔50m设一个三通阀门，进风巷每隔50m设一个三通阀门，各转载点均装有喷雾装置，进回风巷均有风流静化水幕，定期冲刷巷道积尘，放炮前后要洒水支架间进行喷雾、装煤洒水，工作人员配戴防尘口罩，加强个防护。
2、隔爆设施安设：
采煤工作面进回风顺槽均安设隔爆水棚，安设位置：
距工作面100m，水量按200L/m2计算。
通过计算采面需用水量1200L，实际水棚水量1980L，水袋60个，棚区长度26m。
六、明确防治煤层自燃发火所选用的方法及措施：
1、回采期对采空区采取喷洒阻化剂等措施,防止自然发火。
2、特殊时期的防灭火要求：
回采面采到停采线时，必须采取措施使顶板冒落严实。
采煤工作面回采结束后，必须在45天内进行永久性封闭。
停止正常生产时，保持工作面正常洒水，清理巷道。
七、通风系统图，防尘系统图，排水管路系统图，安全监测监控系统图。
第三节排水
一、预测掘进工作面最大涌水量
根据现采已掘情况预测，工作面最大涌水量在10m3/d左右，随着生产过程涌水被带走。
二、如特殊情况长时间停产或上分层积水，来水都会沿两顺糟自流已采空区，不会对采面形成危胁。
第四节供电
一、供电设计
名称
电压等级
供电方式
防爆设备的选项
电力负荷
皮带机
660V
单回路
Exdi
2×30KW
刮板机
660V
单回路
Exdi
2×40KW
煤电钻
127V
单回路
Exdi
2×1.2KW
电铃
127V
单回路
Exdi
5×0.5KW
探水钻
127V
单回路
Exdi
2×2.2KW
二、供电系统示意图：
第五节通信、照明和信号
一、采区变电所安设防爆灯照明。
二、回采面运输顺槽皮带机头、采区运输巷、皮带机头处、配电室均安设防爆电话。
保持畅通，可随时与地面及井下各点联系。
三、回采工作面、皮带、刮板机均安设单独完善的信号装置，不得与其他串联，信号线型号：
MY-0.38/0.66
3×25×10。
四、照明、通信、信号系统示意图：
第五章劳动组织及主要技术经济指标
（一）劳动组织
一、作业方式：
采用两班回采，一班准备，工作制度为“三八制”尽量做到平行作业，提高工用率。
二、劳动组织表：
序号
工种
班次
在册人数
早
中
夜（检修）
1
安全员
1
1
3
2
组长
1
1
2
3
机电维护工
1
1
3
4
打眼放炮工
2
2
5
5
泵站司机
1
1
2
6
综合工
10
10
22
7
溜子皮带司机
3
3
6
8
检修
3
3
合计
19
19
3
46
总计
圆班出勤41人
第二节作业循环
正规循环作业图
一班
二班
三班
681012141618202224246
80
70
60
50
40
30
20
10
SHAPE\*
MERGEFORMAT
SHAPE\*
MERGEFORMAT
检修班
图
例
第三节主要经济技术指标
序号
项目
单位
参数
1
工作面倾斜长度
M
100
2
工作面走向长度
M
100
3
采高
M
3.3
4
煤层生产能力
t/m3
1.4
5
循环进度
M
1.0
6
循环产量
T
476
7
月循环数（循环率）
个（%）
60
8
月进度
M
60
9
日产量
T
952
10
月产量
T
2.85
11
工作面可采期
A
3
12
在册人数
人
41
13
出勤人数
人
40
14
出勤率
%
95
15
回采工效
t/工
12
16
坑木定额
M3/104t
0.3
17
金属顶梁丢失率
%。
1
18
火药定额
Kg/104t
854
19
雷管定额
发/104t
4380
20
单位成本
元/104t
190000
21
煤层牌号
jm
22
含矸量
%
23
灰分
%
24
落装煤机械化程度
%
第六章煤质管理
第一节描述煤质指标
2#原煤质指标：
精煤可燃基挥发分Vdaf=20.31%
胶质量最大原度Y=17mm
水分Mad=1.18%
灰分Ad=24.8%
全硫8t、d=1.11%
第二节叙述提高煤质的措施
一、放炮后及时移梁护顶，避免冒顶。
二、大块矸石不得进入溜煤眼。
三、在顺槽巷设置存矸峒，以便于集中运输。
四、专人负责拣矸石，放回落山。
第七章安全技术措施
第一节一般规定
一、1、如顶板破碎支设临时带帽点柱。
2、当冒顶高度超过规定时，要及时勾顶，接实顶板。
3、执行敲帮问顶制度。
二、交接班制度
必须做到现场交接班，交清工作面机电设备情况及事故隐患，对上一班遗留问题和隐患，下一班必须首先处理。
接班后，班组长、安全员首先进入工作面安全检查，发现隐患首先进行处理，处理完毕后，方可组织生产。
第二节顶板
一、工作面、运输巷、回风巷支护质量要求：
1、工作面支柱要打成直线，其偏差不超过±100mm，柱距偏差不大于±100mm，排距偏差不超过±100mm。
2、支架顶梁与顶板平行支设，其最大仰俯角＜7。
，相邻支架间不能有明显错差，支架不挤不咬，架间空隙不超过200mm。
3、工作上下出口的两巷，超前支护必须用单体柱和兀梁型长当支设，距煤壁10m范围内打双排柱，10～20m范围内打单排柱。
二、工作面、运输巷、回风巷冒顶、煤壁片帮的处理方法、措施：
1、在片帮地段支设临时柱，一米一柱，带帽规格：
（1.2-1.4m）×（18-20）/2cm半圆体。
2、根据实际情况增加临时柱数量，并缩小间距。
3、片部地段打眼时，适当缩小眼距，减少装药量，坚持少联多放及时支护原则。
4、支架必须与煤壁垂直，严禁倾斜。
三、支柱初撑力的要求：
1、支柱初撑力，单体柱100mm≥90KN，80mm≥60KN。
2、使用摩擦式金属支柱时，必须使用液压升柱器架设，初撑力不得大于50KN。
四、防倒柱措施：
1、严禁在浮煤或浮矸上架设支架。
2、严禁在控顶区内提前摘柱。
3、碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。
4、支柱必须支到实底上，与顶板垂直。
五、工作面注液设置，使用要求：
1、工作面注液枪用完后要盘好枪管、枪头挂在单体柱手把上不得乱放。
2、禁止对注射枪对人喷射。
3、使用时，防止枪管被压或拉在刮板机上，以防伤人。
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