最新郴州启隆煤业廖王坪煤矿2151炮采采煤工作面作业规程Word格式文档下载.docx
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第二节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置与范围：
2151工作面（一采区段）位于井筒南翼，南以-20水平南底板运输巷一石门2151探煤上山为界，北至-20水平中央石门。
工作面运输巷标高为：
-20m，回风巷标高：
±
0m，总垂高为20m。
工作面走向长度为118米，倾向平均长度为40m，平均煤厚0.98m，平均坡度34°
。
工作面（一采区段）上部为矿井开采的1151回采工作面采空区，南部为2151采面二区段，下部未布置工作面。
工作面对应地面标高：
+200～+150m，工作面与地表垂高在20m左右，地表为山坡、水田、旱地。
工作面参数：
2151炮采工作面
走向长（m）
118
倾斜长（m）
40
煤层平均倾角（度）
34°
煤层平均厚度（m）
0.98
5煤层煤容重（t/m3）
1.44
含煤面积（m2）
5500
工业储量（万吨）
0.776
可采储量（万吨）
0.69
回收率（％）
90
可采期（月）
2
煤层名称
5煤层
水平名称
二水平
工作面名称
地面标高（m）
+200～+150m
回风巷
标高（m）
运输巷
-20
地面位置
地表为山坡、水田、旱地。
巷道与地表垂高平均200m左右。
井下位置及四邻采掘情况
2151炮采工作面上部是1151回采工作面采空区,运输巷以下煤层未开采。
工作面运输巷标高为-20m，风巷标高为+25m，南至-20水平南一石门。
回采对地面设施影响
对地面设施基本无影响
走向长度（m）
可采走向长度（m）
倾斜长度（m）
面积（m2）
可采面积（m2）
工作面位置及井上下关系表
第三节煤层
5煤呈黑色，条痕灰黑色，以暗黑煤为主，亮煤次之，5煤煤层煤厚在0.48～1.5m，平均0.98m，大部可采，属较稳定煤层。
顶板为深灰色厚层状砂岩，底板为黑色薄层泥岩。
工作面总体为一单斜构造，煤层走向NE155°
～NW335°
、平均倾角31°
第四节煤层顶底板
煤层顶底板情况表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
砂岩
32.46
深灰色、厚层状砂岩。
直接顶
泥岩及泥质粉砂岩
1.2
灰白色、薄层状、夹似层状菱铁矿结核。
伪顶
粉砂质泥岩
0.1～0.3
黑色，薄层状，随采随落。
直接底
泥岩
0.77
黑色泥岩，遇水膨胀。
老底
砂质泥岩
11～
黑色泥岩，炭质泥岩或砂质泥岩。
第五节地质构造
根据该工作面风、运巷已揭露的情况分析，该工作面整体属单斜构造，煤层平均坡度34°
左右；
煤层地质构造简单，在风、运巷掘进过程中遇到了小型褶曲,但对工作面进行炮采无影响。
第六节水文地质
含煤地层主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，其分布地带多被第四系覆盖，地下水补给条件好。
且裂隙以垂直于层面和斜交层面的两组节理裂隙组成，因此，构造成直接裂隙是影响矿床充水的因素之一。
该组地层含浅部风化裂隙水，越往深部含水性越微弱。
大气降水、地表水和老窑水是矿床充水的主要因素，矿井水文地质条件简单。
地表为单面剥蚀形地貌，冲沟发育，地表有良好的排泄条件，地表降水沿裂隙，孔隙渗入井下为矿井充水的主要来源，其水力联系较差。
从开采的具体情况来看，地下水主要是顶板裂隙水，受大气降水补给，与降水相关性高，工作面断层开放程度不大，5层运道，上部5煤回风巷开采系统已揭露，区段内无小窑破坏，工作面顶、底板砂岩中含一定量的渗水，渗水量一般不会大于1m3/h，2151工作面正常涌水量3m3/h（主要为1151工作面5煤±
0m以上采空区），对工作面的推进基本无影响。
第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况
影响掘进的其它地质情况
瓦斯
根据2014年的瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量为1m3/min，相对瓦斯涌出量为36.6m3/t。
6煤与瓦斯有突出现象,5煤未发现。
煤层不自燃，煤尘无爆炸危险性。
煤尘
飞扬一般，无爆炸危险性
煤的自燃
煤层无自燃倾向
地温
地温正常，无热害影响
地压
无冲击地压现象，地压正常
第八节储量及服务年限
储
量
预
算
块
段
号
走
向
长
（m）
倾
斜
面
积
（m3）
厚
容
重
（t∕m2）
工
业
（万t）
回
采
率
（﹪）
可
期（月）
46
6148
1.8
15900
14300
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计，采区巷道布置情况
2151回风巷与+25总回风巷煤上山相连，2151运输巷经-20m南一石门经南运输石门与主井车场相连，形成独立的通风运输系统。
二、工作面运输巷、回风巷规格及用途
工作面运输巷与回风巷均采用矿用11#工字钢梯形支护，运输巷为新掘进巷道，无巷道变形，2151运输巷净断面面积：
3.6m2，2151回风巷为1151回采工作面运输巷，净断面面积：
3.2m。
运输巷用途为行人，进风，运输；
回风巷用途为回风，行人，运料。
工作面切眼采用Ø
14cm的圆木梯形支护，全长40m，净断面面积：
4.0m2，用途为溜煤，行人，通风。
（附图）
第二节采煤工艺
一、采煤工序简述：
采煤工艺包括:
风煤钻打眼、铺设溜槽、爆破落煤、人工扒煤装车、人工支护和回柱放顶等工序。
二、采高和循环进度：
根据煤层赋存情况和支护方式，本工作面一次采全高，采高为1.8m，每天循环进度为2.4m。
三、落煤、装煤、运煤和顶板控制方式：
1、本工作面采用风煤钻打眼，爆破落煤，工作面煤通过溜槽板溜至2151运道矿车。
人力推车到主井车场。
2、本工作面采取三四控顶，见四回一，全部陷落法管理顶板。
四、爆破：
1、炮眼布置：
根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。
顶眼布置在直接顶岩层下0.5m的煤层内，斜向顶板方向打眼，夹角为8º
，终孔位置距煤层顶板垂距200mm；
底眼布置在距煤层底部0.4m的煤层内，夹角15º
，终孔位置距煤层顶板垂距100mm，炮眼间距均为0.9m。
2、放炮：
采面采用3号煤矿安全炸药和毫秒延期电雷管爆破，连线方式为大串联，每次放炮的长度不得超过10米，顶板较破碎时，一次起爆长度不超过6m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不能超过2个。
放炮地点：
地面放炮，全井撤人。
并严格按爆破说明书规定进行装药,严格执行“一炮三检”操作程序。
炮眼布布置图
3、爆破说明书
按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量
项目
名称
每排炮眼个数（个）
眼
深
（米）
每眼装药量（kg）
循环消耗
连线
方式
炸药（kg）
雷管（发）
顶眼
50
1.4
0.15
7.5
串
联
低眼
合计
100
15
按每次爆破10米炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量
9
1.35
18
2.7
五、工作面支护及采空区处理：
全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区。
六、工作面正规循环生产能力计算：
根据：
Q循=L×
L循×
m×
r×
c=46×
2.4×
1.8×
1.44×
0.90=258（t）
式中L——工作面平均斜长
L循——循环进度2.4m
m——平均采高1.8m
r——5煤容重1.44T/m3
c——工作面回采率90%
月产量：
Q月=Q循×
30×
90%=258×
90%=6966（t）
式中：
30：
月一个天数，取30天
90%：
月循环率
一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量
第三节设备配置
设备名称
规格型号
单位
数量
备注
回柱器
JH-1
台
一台使用、一台备用
乳化液压泵
RBW—80/20
乳化厢
XRXTA
1
风电钻
ZM25T
4
运、回风巷各两台
卸载把手
把
6
掏扒
5
注液枪
3
液压单体支柱
DW20和DW25
根
300
工作面及超前支护
铰接顶梁
DJB-800
长π梁
DFB-7#3600mm
16
上、下安全出口
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支护设备选型：
1、工作面基本支护选型：
根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：
本工作面基本支护采用HDJA-100铰接梁配DW系列单体正悬臂支护，悬臂长度为0.8m，一梁一柱，梁间互铰。
2、工作面支架布置形式：
根据本工作面的地质条件，采取正悬臂齐梁齐柱走向棚布置。
3、工作面上、下出口支护：
单体配π型梁支护，梁长2.0m，一梁三柱，“四对八梁”交替迈步前进。
二、工作面支护设计：
1、根据经验公式计算工作面合理支护强度：
Pt=9.81hγk=9.81×
1.4×
2.5×
6=196（KN/m2）
式中：
Pt—工作面合理支护强度，KN/m2。
h—工作面采高，m。
γ—顶板岩石比重，一般取2.5t/m3。
K—取6。
2、支柱实际支撑能力计算：
Rt=RK=250×
0.85=210（KN）
Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。
R—支柱额定工作阻力KN。
K—支柱阻力影响系数，一般取0.85。
3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度：
N=Pt/Rt=196/210=1.26（根/m2）
N—支柱密度，根/m2。
Pt—工作面合理支护密度，KN/m2。
Rt—支柱实际支撑能力，KN/根。
4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作的支护柱距：
L柱=N/（i×
L排）=1.26／（2×
1.2）=0.53m
L柱—工作面支柱柱距,m；
N—工作面顶板压力要求的支护密度（根/m2）；
i—工作面控顶距基本柱的排数；
L排-工作面支护排距；
5、根据实际情况，确定排距为800mm、柱距为600mm，则工作面最大控顶距为3.2m。
经计算工作面需单体500根，则支护密度500/（40×
3.2）=3.96KN/m2，因实际支护密度2.60>
理论支护密度1.26KN/m2，所以确定排距为800mm、柱距为600mm满足支护要求。
表3-1支柱技术参数
型号
工作阻力（KN）
支护强度（KN／m²
）
支撑高度
自重（t）
DW
210
265
0.12
三、乳化泵站：
在±
0水平液压泵房安设2台乳化泵，一台使用，一台备用。
泵站→2151上回风巷采面采面用Ø
25mm无缝钢管连接，每隔10m串连一个液压阀。
液压泵压力≥18Mpa,浮化液浓度3～5％。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方式、支柱支设要求和放顶要求：
1、控顶方式：
采用全部陷落法管理顶板，密集切顶，四、三控顶，见四回一，工作面最大控顶距3.2m，最小控顶距2.4m，放顶步距0.8m。
2、支柱支设要求：
（1）、必须挂线支柱、所有支柱成排、成行、整齐。
（2）、支柱必须架设牢固，迎山有劲，迎山角2～3度，支柱初撑力不得低于90KN，测压计测定不得少于13Mpa。
（3）、铰接梁必须相互铰接，当顶板不平整时，必须用木块垫平，保证顶梁平稳。
（4）、严禁不同性能，不同类型的支柱混用。
（5）、严禁使用损坏、变形或自动卸压的支柱。
（6）、所有液压支柱的手把朝工作面上方，三用阀朝采向工作面下方。
（7）、支柱必须支在实底上，柱窝深度不小于200mm，当底板岩石松软时或不能见顶见底时，必须穿好木鞋。
3、放顶要求：
（1）、回柱放顶前，必须超前5米沿切顶线一码打好密集支柱或木垛，并每隔5m留一宽度为1.0m以上的安全出口。
（2）、回柱放顶前，必须挂好挡矸帘。
（3）、回柱放顶前，放顶地点上、下20m范围内必须加固。
（4）、回柱放顶工作必须由有丰富放顶经验的大工担任，回柱放顶工作由三人同时进行，一人观察顶板，一人负责挂钩、拔顶，另一负责操作回柱器。
（5）、回柱放顶时，放顶工必须站在放顶地点的上方，同时必须考虑到自己的退路，放顶地点下20m范围内严禁人员休息或作业。
（6）、遇到难回的支柱时，可用木支柱替放的方法回出，并先支后回，严禁锤打斧敲强行回柱。
（7）、所有回出的支柱必须整齐打在切顶线一码上，严禁乱堆乱放。
第三节运输巷、回风巷及安全出口（特殊）支护
一、两巷超前支护：
回风巷、运输巷距煤壁20米范围内应采取超前加固，距上、下出口10米范围内，均应采用单体配铰接梁，一梁一柱抬双边楼进行加固。
运巷上侧，风巷下侧20米范围内的抬单栌加固。
二、上、下出口支护：
上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架，四对八梁，以单体配2m长的“π”型钢梁走向棚支护，两梁为一对，间距不大于100mm，每对间距为600mm，每梁不少于三个单体支柱，每组交替迈步前移，且上下出口必须超前工作面一码。
支护方式及规格见工作面支护管理图。
三、上、下安全出口：
工作面上、下出口必须保证高1.8米、宽1.6米、高度视煤厚而定：
必须见顶见底，但出口高度不得小于1.6米，四对八梁距风、运巷支架宽度最大不超过200mm。
四、基本支护材料和备用材料：
１、工作面基本支护材料：
1.2～2.4ｍ单体700根，0.8m铰接梁400根。
2、在回风巷距上出口30～50ｍ处必须经常有如下备用材料：
单体液压支柱（1.2m～2.5m）
50根
φ14cm～φ16cm圆木（1.6m～3m）
20根
铰接梁（0.8m）
30根
竹搭子、挡矸帘
各20捆
２米长的木块
20块
荆条
20捆
第四节矿山压力监测
采面配备有两台KY-82型的顶板动态仪和5件2KBY-2顶板离层观测仪。
建立2151炮采工作面顶板观测管理台帐和液压单体的测压观测台帐，由采面的跟班矿长进行每班填写，观测台帐如下所示：
工作面顶板观测管理台帐
作业地点：
2151炮采工作面日期：
年月日
观测时间
测点处于采面位置
测点距煤壁距离（m）
采面推进位置距切眼距离
顶板裂隙发育情况
顶板移近量（mm）
移近速度（mm/h）
记录者
零
点
班
八
四
工作面单体测压观测记录台帐
单体位于采面位置
单体初撑力（KN）
是否补液
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输、装载、转载方式，运输设备：
运输、装载、转载方式：
工作面采用搪瓷溜槽溜煤、运输巷采用矿车运煤，人工放斗装煤，人力推车至主井-20主车场绞车提升至地面煤仓。
二、运煤路线：
工作面→2151运输巷→-20m水平南一石门→南运输石门→主井底车场→主斜井→煤仓。
四、运料路线：
地面→主斜井→±
0水平主车场→南运输巷→南二石门→2151回风巷→工作面。
第二节一通三防
一、通风设施质量要求：
安设位置：
在2151探煤上山设置一组调节风门，保证工作面有足够风量。
2、质量要求：
（1）、墙体厚度不小于0.3m，严密不漏风，墙体平整并用水泥抹面。
（2）、墙体周边掏槽并有不小于0.3m的裙边。
（3）、风门采用阻燃风布制作。
二、工作面风量计算：
1、工作面所需风量计算：
a、按沼气涌出量计算：
Q采=100×
q绝×
K/（C－C0）=100×
1.90×
1.5/（0.5）=570（m3/min）
Q采：
采煤工作面所需风量（m3/min）
q绝：
采煤工作面沼气平均绝对涌出量为1.90m3/min
C：
采煤工作面回风流中允许最高沼气浓度取1.0%
C0：
进风流中瓦斯浓度.最高为0.5%
K：
沼气涌出不均衡系数取1.5
b、按良好气候条件计算：
回采面空气温度与风速对应表
采面空气温度（℃）
V采（m/s）
＜15
0.3～0.5
15～18
0.5～0.8
18～20
0.8～1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～1.8
Q采=60×
V采×
B=60×
1.0×
2.8×
1.1=258（m3/min）
V采：
为采煤工作面气温相对的适合风速，根据上表采面温度平均为20°
，取风速为1.0m/s
m：
工作面平均采高为1.8m
B：
采煤工作面平均控顶距（3.2+2.4）/2=2.8m
1.1：
工作面风量备用系数
c、按炸药消耗量计算：
Q采=25A=25×
5.4=135（m3/min）
25：
每公斤炸药爆破后需要供给的风量，m3/min·
kg；
A：
采高每次放炮的最多炸药消耗量为5.4kg，每次起爆长度为20米（2排炮眼）。
d、按最多下井工作人数计算：
Q采=4N=4×
12=48（m3/min）
N：
每班最多出勤人数取12人
e、根据上述计算：
工作面风量拟取570m3/min。
风速计算：
V=570÷
S=550÷
（4.2×
1.6×
60）=1.41m/s
按《煤矿安全规程》规定回采工作面最高风速为4m/s，最低风速为0.25m/s。
V小＜V＞V大，0.25＜V＞4.所以符合要求。
f、按采面最低风量计算：
按采面最大风量计算：
式中:
S大和S小—分别为最大和最小采面控顶断面积，m2。
经上述计算：
2151回采工作面的配风量取570m3/min，工作面风量大于97.2m3/min，小于2074m3/min。
符合《煤矿安全规程》规定
三、通风系统（见通风系统图）
地面新鲜风→主斜井→-20m南运输巷→南一石门→2151运输巷→工作面（浊风）→2151回风巷→±
0m中央石门→±
0m总回风巷→风井→地面。
第三节六大系统
一、瓦斯检查和瓦斯监测系统：
1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查班报。
２、本工作面瓦检员每班至少检查三次，主要检查工作面进风巷、工作面风流、煤壁和上隅角等、工作面回风和尾巷等地点。
当工作面瓦斯浓度达0.8%时，必须停止作业，采取措施进行处理。
３、当工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%或其回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，报告矿调度室，查明原因，制订措施，进行处理。
4、加强瓦斯监测管理，工作面必须安设瓦斯报警断电仪（并联入KJ70N系统，实行24小时连续监测），瓦斯探头安装及参数如下：
探头
编号
安装
位置
断电范围
报警点
断电点
复电点
T1
距工作面上出口5～10m
回采工作面全部非本质安全型电器设备及回风巷中
≥0.8%
≥1.2%
<
0.8%
T2
距工作面风巷进口10～15m处
工作面及回风流中的所有机电设备的电源
1.2%
T0
工作面上隅角
工作面及回风巷中
5、瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
6、瓦斯检查员每小班至少一次对瓦斯探头进行核对，发现误差超过0.2%，必须立即汇报矿调度室。
7、通风队监测维护工定期对安全监控设备进行调试、校正，每周至少一次对瓦斯探头进行核对，每月至少一次对分站主机进行检修或调校。
监控设备发生故障必须及时进行处理。
8、分站设置在中央变电所，供给电源接在中央变电所“三专”开关电源侧。
9、中心站（主机）：
安装在地面专用
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