炮采工作面作业规程.docx
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炮采工作面作业规程
炮采工作面作业规程
***煤矿采煤工作面作业规程
编号：
采-2021-11号
工作面名称：
*****采煤工作面
编制人：
施工负责人：
总工程师：
主管矿长：
批准日期：
2021年月日
执行日期：
2021年月日
会审部门
会审单位及人员签字
生产技术科：
年月日
安全科：
年月日
机电队：
年月日
调度室：
年月日
通防队：
年月日
地测科：
年月日
机电矿长：
年月日
安全矿长：
年月日
生产矿长：
年月日
总工程师：
年月日
会审意见
第一章概况6
第一节工作面位置及井上下关系6
第二节煤层6
第三节顶底板情形7
第四节地质构造7
第五节水文地质7
第六节阻碍回采的其它因素8
第七节储量及服务年限9
第二章采煤方法10
第一节采面布置及采煤方法10
第二节采煤工艺10
第三节设备配置12
第三章顶板管理13
第一节支护设计13
第二节工作面顶板管理14
第三节回采巷道及端头顶板治理17
第四节矿压观测18
第四章生产系统20
第一节运输系统20
第二节〝一通三防〞与监控系统20
第三节排水系统24
第四节供电系统25
第五节通信照明26
第五章劳动组织及要紧技术经济指标27
第一节劳动组织27
第二节要紧技术经济指标28
第六章煤质管理29
第七章安全技术措施29
第一节一般规定29
第二节顶板32
第三节防治水34
第四节爆破35
第五节〝一通三防〞与安全监控37
第六节机电运输安全技术措施39
第七节其它说明41
第八章灾难应急措施及避灾路线42
附：
*****采煤工作面供电设计说明............................42
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系，见表1。
表1工作面位置及井上下关系表
采区、水平名称
1采区
+***与＋***水平之间
工程名称
*****采煤工作面
地面标高/m
+***～+***m
井下标高
+***～+***m
地面相对位置
地面为陡坡地势，地面为荒山、林地，无建筑设施、高压线、公路、铁路等，回采时对地面设施无阻碍。
井下位置及相邻关系
工作面位于一采区西翼，东面为副井筒及各水平石门，南面〔回风巷上方〕为本煤层的*****采空区及时期煤柱，西面从补切眼到井田边界均未开采，北面及深部也未开采；与之相邻的顶部M***煤层垂距10-15m，有正在爱护推进的*****采面。
走向长度/m
平均144m
倾斜长/m
平均94m
面积/㎡
11942㎡
第二节煤层
依照地质资料及该工作面运输巷、切眼上山掘进揭露情形说明，该区域煤层赋存较稳固，没有大的断层和褶曲。
但小断层、小褶曲存在，煤层平均坡度为22°30′。
表2煤层情形表
开采煤层
M**
煤〔岩〕层总厚度/m
2.7～4.1
2.7
平均可采煤厚度/m
2.70
煤层倾角
20°～25°
硬度/f
1.5～2.5
煤种
无烟煤
稳固程度
较稳固
比重
1.43
煤层结构
简单
煤层
情形
描述
该工作面M**煤层较稳固，属中厚至厚煤层，上层厚度变化不大，回风巷受构造阻碍处最小厚度1.4m，一样最小厚度2.7m，全煤层厚度局部最大4.1m，上下分层间夹矸由0.3m曾至0.7m，平均2.7m。
从勘探钻孔和现有巷道揭露情形看，该面煤层赋存较稳固，属稳固煤层半亮型煤，以亮煤块为主，镜煤、暗煤含量较少；受地质构造阻碍煤层内部滑片发育，局部显现挤压、搓揉现象。
第三节煤层顶底板
表3工作面煤层顶底板情形
顶底板类别
岩石类别
厚度m
岩性特点
老顶
细砂岩及泥质粉砂岩、泥岩
——
力学强度中等稳固性一样，风化后会发生顶板跨落。
直截了当顶
泥质粉砂岩与薄层菱铁矿层乎层
4.2-4.8
4.5
力学强度中等稳固性一样，风化后会发生顶板跨落。
直截了当底
碳质泥岩或粘土岩
0.4-0.6
0.5
风化后呈片状，遇水易膨胀，可塑性强。
老底
粉砂质泥岩及细砂岩
——
力学强度低，遇水易膨胀、底鼓现象。
第四节地质构造
工作面内M**煤层东西走向，倾向北，属单斜构造，煤层倾角20-25°，平均23°；次一级褶曲不发育，煤〔岩〕层虽有波状起伏，但幅度不超过5m。
工作面内地质构造发育简单，煤〔岩〕层产状变化不大。
依照*****运输巷、回风巷实际揭露的煤层产状及地质情形分析，未发觉有落差大于1m的断层，仅在切眼里程62m处揭露一条近似煤层走向的反倾正断层，其落差为0.5m；切眼上口有3m巷道处在FS01断层上下盘错动位置。
表4工作面地质构造情形表
构造煤层
走向〔°〕
倾向〔°〕
倾角〔°〕
性质
落差
对回采阻碍
001
105
S
15
正断层
0.5
有一定阻碍
FSO1
295
NS
35
逆断层
2.0
有一定阻碍
第五节水文地质
1、矿区水文地质条件属中等类型，矿井冲水要紧来源为大气降雨，由于采空区的显现，地表产生塌陷后显现大量裂隙，导致地表水通过采动裂隙进入井下，形成矿井涌水，随着采空区面积增大，矿井涌水量也随之增大。
估量工作面采空区正常涌水量0.3m³/h，最大涌水量1m³/h，回采期间顶板仅有少量点滴状淋水，但水量不大，对回采可不能造成阻碍。
2、受*****工作面采动阻碍，本工作面回风巷修复期间上帮局部地点有水流〔渗〕出，切眼贯穿后回风巷西段报废巷道也有水涌出，现回风巷内多处涌水点总涌水量约为1.2m³/h。
工作面开始回采后上覆M***煤层采空区涌水可能会沿采动塌陷裂隙渗入本工作面采空区，导致本工作面采空区涌水量增大。
3、工作面生产期间生产用水的跑、冒、滴、漏也是矿井冲水的因素之一。
因此，回采期间必须加强工作面运输巷的水煤分流工作，做好积水引排，防止人为水患阻碍生产。
第六节阻碍回采的其它因素
一、瓦斯
矿井为煤与瓦斯突出矿井，*****两巷掘进迎头施工钻孔过程中曾发生过喷孔现象，实测+*****m标高煤层瓦斯含量16.86m³/t，平均10.23m³/t。
开采时，必须严格按国家要求，按突出矿井治理。
二、煤层自燃
依照贵州省煤田地质局实验室2020年7月提供的«煤炭自燃倾向等级鉴定报告»鉴定结果为M**煤层属Ⅲ类不易自然煤层。
三、煤尘爆炸性
依照贵州省煤田地质局实验室2020年7月提供的«煤层煤尘爆性鉴定报告»鉴定结果为M**煤层无煤尘爆炸性。
四、地温
依照勘探地质报告，井田内无地温专门现象，属地温正常工作面，地温18-20℃。
五、冲击地压
依照勘探地质报告，有地压，局部有显现，对回采无阻碍，矿井无冲击地压存在。
六、地质部门对工作面回采过程中的具体建议
1、工作面运回两巷为定向不等坡并岩煤层顶板掘进，局部地段有低洼积水现象，必须确保正常排水。
2、随着顶板的不断垮落和采动范畴不断扩大，采动裂隙将会导通老窑采空区积水和上覆岩层层间裂隙进入井下，增加工作面回采期间的涌水量。
3、本矿井各煤层虽无煤层爆炸危险性，但回采过程中必须加强粉尘防治，防止煤尘堆积和飞扬，造成其他危害的发生。
4、本矿为煤与瓦斯突出矿井，必须加强通风治理，按要求配足风量；利用本煤层抽放、风排稀释、采空区埋管抽放等方法治理瓦斯，同时要搞好防突工作。
5、本工作面煤层顶板岩性以泥岩、砂质泥岩等软岩为主，回采过程中必须注意矿压观测和顶板离层检测，为以后工作面开采顶板治理提供技术参数。
6、工作面在过地质构造变化区域、顶板破裂带时，要加强顶板治理，预防顶板冒落事故的发生。
7、运输巷末端〔采面刮板机机尾〕一直是回采工作面的最低处，必须加强生产用水治理和积水引排，做好运输巷水煤分流工作。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量：
49482t
可采储量：
工作面采纳炮采，回采率为85%，可采储量42060t。
二、采煤工作面服务年限
回采工作面的服务年限＝〔可采储量/打算月产量〕
＝42060/12778
≈3.29（个月）
该回采工作面的服务年限为4个月。
第二章采煤方法
第一节采面布置及采煤方法
工作面采纳走向长壁布置，后退式长壁采煤法。
回风巷、运输巷、开切眼均跟煤层顶板布置，采纳锚杆+锚索支护，其中回风巷、运输巷为梯形断面，中高2.5m，宽3.2m，断面积为8m2,切眼为矩形断面，中高2.5m，宽3m,断面积为7.5m2。
附图1〔*****采煤工作面平面布置图〕。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
打眼→装药→爆破→移梁〔临时支护〕→攉煤→移溜→打柱→回柱
二、采高和循环进度
1.采高：
工作面跟顶回采，正常回采期间，采高煤层厚度，平均2.5m;初次放顶期间，采高操纵在2.5m以内。
2.循环进度：
1.0m。
三、落煤
1.落煤方式：
放炮与手稿落煤相结合。
2.炮眼布置方式及爆破方法
①炮眼布置方式：
五花眼布置；
②爆破方法：
串联放炮，毫秒微差、正向爆破；
③炮眼布置三视图〔1:
100〕
附图2〔*****采煤工作面炮眼布置三视图〕；
④炮眼说明书。
表5炮眼说明书
四、装运煤
工作面放炮后，人工将放落的煤装入刮板输送机，由工作面刮板输送机运至运输巷刮板运输机，再由皮带输送机转载至采面运输巷溜煤眼，然后由溜煤眼将煤溜至*****机轨石门皮带输送机，再将煤运至*****煤仓，最后经主井皮带运至地面运输分选系统。
五、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×c
=（94×1.0×2.5×1.43×85%）t
=285.6t
式中L——工作面平均斜长，94m
W——工作面正规循环生产能力，t；
S——工作面平均推进度，1m；
H——工作面平均采高，2.5m；
r——煤的容重，t/m3；
c——回采率，85%。
第三节设备配置
附图3:
*****回采工作面设备布置示意图。
一、运输线设备配置
表5运输设备配置
序号
设备名称
型号
功率
〔kw〕
数量
〔台〕
使用地点
备注
1
刮板运输机
SGB－420/40
40
1
*****采煤工作面
原切眼掘进时安装后尚未拆出，只需将其移至采面煤壁帮即可。
2
刮板运输机
SGB－420/40
40
2
*****运输巷
原切眼掘进时安装后尚未拆出。
3
皮带输送机
DTL6500
7.5
1
*****运输巷
4
皮带输送机
DTL80/40/40
2×40
1
*****机轨石门
5
皮带输送机
DTL6500
7.5
1
*****煤仓联络巷
6
皮带输送机
DTL80/40/40
2×40
1
主斜井
二、采面电气设备配置
表6电气设备配置
序号
设备名称
型号
功率
〔kw〕
数量
〔台〕
备注
1
乳化液泵站
MRBZ80/20
37
2
一箱两泵，一台工作，一台备用。
2
矿用防爆型
2
采面
3
回柱绞车
11.4
2
*****采面上下出口。
4
开关
QBZ400-1140/660
2
*****运输巷
5
开关
QBZ400-1140/660
1
采面刮板机
6
开关
QBZ400-1140/660
2
回柱绞车
第三章顶板管理
第一节支护设计
附图4〔*****采煤工作面支护平、剖面图〕
一、单体支柱支护强度验算
1.采纳验算公式运算支护强度
Pt=9.81×h×γ×k
=（9.81×2.5×2.6×4）kN
=255.06kN/m2
式中Pt——工作面合理支护强度，kN/m2；
h——采面最大采高，m；
γ——顶板岩石的密度，t/m3，M**煤层顶板为灰色泥质粉砂岩，查表取密度为2.6t/m3；
k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一样为4～8。
2、支柱实际支撑能力运算：
Rt=kgkzkbkhkaR
=〔0.99×0.95×0.9×1×1×250〕kN
=211.612KN/根
式中Rt——支柱额定工作阻力，kN；
kg——工作系数；
kz——增阻系数；
kb——不平均系数；
kh——采高系数；
ka——倾角系数；
R——支柱额定工作阻力，kN。
3、工作面合理的支柱密度运算：
n=Pt/Rt
=255.06KN/m3/211.612KN/根
=1.21根/m2
式中n——支柱密度，根/m2；
4、*****采煤工作面差不多支柱的排距为1.0m，那么差不多支柱的柱距：
L柱=1.0÷〔L排×n〕
=1.0÷1.21
=0.826m
式中L柱——工作面差不多支柱的柱距，m；
L排——工作面差不多支柱的排距，m。
故取差不多支柱柱距为0.6m。
5、合理控顶距的选择：
依照该工作面顶底板条件，使用2.5m单体液压支柱配合2.8m的π型梁一梁三柱成对交替迈步支护，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方法
1、工作面回采时顶板操纵方法为全部垮落法。
2、护顶方法及材料规格。
⑴单体液压支柱配合π型梁支护，一梁三柱成对交替迈步使用。
⑵材料规格；
表7材料规格
项目
支柱型号
顶梁型号
柱距（mm）
排距（mm）
参数
DW25-300/100
2.8mπ型钢梁
600
1000
项目
支护密度
〔棵/m2〕
支护强度
〔kN/m2〕
初撑力
〔kN/棵〕
名称
规格
参数
1.31
255.06
90
菱形网
1.2m×5m
板皮
1.4m×0.2m×0.03m
竹笆
1.4m×1.2m×0.03m
3、顶板治理参数。
表8顶板管理参数
项目
时期
控顶距/m
初撑力
〔kN/棵〕
放顶步距/m
最大
最小
初次放顶
5.2
4.2
90
1
正常放顶
4.2
3.2
90
1
二、回柱放顶方法
〔一〕回柱方式
采纳人工的方法进行回柱。
〔二〕回柱顺序
挂笆→挂拔柱器→卸压→拉柱→移π型梁。
〔三〕操作方法
1、预备工作
⑴备齐回柱工具〔卸载手把、拔柱器、手锤、牵引绳等〕。
⑵认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支柱。
⑶清理爱护好后路，打好挡矸菱形网。
2、技术要求
⑴回柱顺序从下向上分段回收，分段距离不得小于15m。
⑵分段回柱时，尽可能将断层或顶板破裂带分一段，分段点应尽可能在顶板条件好、支护较可靠的安全地带，并注意移溜补齐柱后方能回柱；如回柱地点顶板破裂，支护歪斜，需先进行爱护，确认安全后，方能回柱。
⑶正常回柱放顶，分段距离不小于15m，回柱与打眼平行作业最小安全距离不小于15m；回柱与装药爆破不得平行作业。
⑷回柱地点5m范畴内必须先进行专门支护，且经现场跟班安全员检查合格后方可进行回柱。
⑸回柱放顶至少两人一组，先在采空区侧挂好挡矸菱形网，一人回柱放顶，一人观看顶板及支护情形，两人都应站在支柱牢固的斜上方安全地点作业。
⑹视顶板状况，拔柱器必须牢固地安放在距回柱处1—3m正规支柱上。
⑺实行全承载支护，回出的支柱及时垂直顶底板整齐地支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人形道通畅。
回柱后局部悬顶超过沿走向3m，倾向5m〔面积大于15m2〕不冒落时，必须进行强制放顶，措施另补。
3、安全本卷须知
⑴禁止在顶板破裂、压力大、支护状况不行等地点进行分段。
⑵回柱人员必须站在顶板完整，支柱完好地点，躲开拔柱器力的作用线方向进行操作。
⑶遇死柱时，先架好临时支柱，后采纳挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。
⑷回柱过程中要时刻凝视顶板及支护状况，发觉专门赶忙停止作业，及时爱护。
如危险工作人员健康和生命安全时，应赶忙撤人，待顶板稳固后爱护好再进行回柱。
⑸当顶板压力较大时，卸载手把必须用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳的长度不得小于3m。
⑹严禁使用其它工具代替卸载手把操作。
三、专门支护
1、单排切顶密集：
正常回采期间，采空区采纳单排密集切顶，并加挂档矸笆，切顶密集打在放顶线一侧，每两颗差不多柱之间打一棵，与正规柱一样，打成直线，迎山有劲，初撑力不小于90NK。
2、戗柱：
在靠近采空区侧差不多柱之间每隔一棚打一棵戗柱。
3、贴帮柱：
在靠近煤壁打贴帮柱，每间隔1.2m打一棵，并用菱形网背好，防止片帮并栓齐栓牢防倒绳。
4、丛柱：
正常放顶期间，在工作面上下出口靠近采空区侧打丛柱，每组丛柱为4棵，梁子用3.0m大料。
初次放顶、顶板压力较大、顶板破裂、过断层破裂带、支柱不正规等专门情形时，也要打丛柱，在材料道内每间隔5m打一组，丛柱的初撑力不得小于90KN。
第三节回采巷道及端头顶板治理
一、端头支护
上、下端头采纳长4mπ型梁配合单体架设〝四对八梁〞支护，四对八梁长钢梁每对间距0.6m，每对的两根间距0.2m，每对的两根交替迈步前进，每次前移1.0m，每根长钢梁使用三柱支撑，〝四对八梁〞距采煤工作面运输巷和回风巷锁口棚不超过0.5m。
二、两巷及超前治理方法
采纳单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁打双排柱支护，从采面煤壁起，超前支护20m，棚距1m，柱距1m，净高不低于2.0m。
超前支护拉线架设，迎山有力，顶梁上方空顶作业处用圆木背接严实。
巷道底板松软时，增设铁鞋支护。
超前支护所有单体三用阀沿走向设置〔出水口对采空区〕，其单体支柱拴好防倒绳。
三、上、下出口及两巷爱护要求
1、加强上下出口治理，自工作面煤壁线向外20m范畴，保持巷道净高不低于2.0m，人行道宽度不小于0.7m；运输巷超前靠上帮棚、回风巷超前靠下帮棚，与工作面上下第一棚间距不大于0.5m。
2、两巷净高不小于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m，断面最低不小于设计断面的80%。
3、支柱必须栓齐栓牢防倒绳，初撑力不小于90KN。
4、加强两巷爱护，发觉柱子变形、片帮、漏顶要及时爱护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空顶空帮。
5、巷道无积水，无浮矸杂物，柱子、梁子、材料、设备等必须在固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。
6、运输巷和回风巷采纳锚杆网支护，故打超前支护时必须用板皮将两帮背实背严，采纳半圆木将顶板过严接实。
四、工作面支护材料
1、DW25-300/100型单体液压柱〔按最大斜长取100m运算〕
差不多柱：
100÷〔0.6＋0.1＋0.1＋0.2〕×6＋6＝606根
戗柱：
100÷2＋1＝51根
密集柱：
100÷1＝100根
两巷超前柱:
〔25＋1〕×2×2=104根
备用柱:
按10%备用率运算，〔606＋51＋100+105）×10%=86.1根，故备用柱取87根。
采面共需要单体柱：
861＋51＋100＋104＋87=948根。
2、2.8m长π型梁、4mπ长型梁、铰接顶梁
2.8mπ型梁：
〔100－3×2〕÷1×2＝188根
4m长π型梁：
8＋8＝16根
铰接顶梁：
〔25＋1〕×2×2＝104块
2.8m长π型梁：
（10%备用率）188×10%＝18.8根〔取19根〕
备用4m长π型梁：
16×10%＝1.6根〔取2根〕
备用铰接顶梁：
104×10%＝10.4根〔取11根〕
采面共需要绞接顶梁104＋11＝115根，2.8mπ型梁188＋19=207根，4m长π型梁16＋2＝18根。
第四节矿压观测
一、工作面的矿压观测
1、装面和初次放顶期间，必须采纳单体支柱压力检测仪对所有单体支柱进行棵棵检测，正常回采期间，第一排支柱的检测率不低于30%，第二、三排不低于10%，有选择性检测，发觉达不到要求的及时补液。
2、带班矿长、跟班安全员带表进面，认真填写当班发觉的问题及处理方法，遗留问题要附处理意见，并反馈到调度室和当天值班领导。
3、值班领导对当天反馈的信息，在班前会上向职工及时贯彻，分析缘故，并提出处理意见。
4、支柱压力观测人员必须对支柱压力进行精心检测，认真作好记录，不得滥造数据，上井后及时将数据交技术科。
5、技术科对所有数据要进行收集、整理和分析，并将分析结果上报分管领导和采煤队。
6、对工作面上下出口破裂带、断层处及冒顶处等专门地段的支柱三班棵棵检测，以加强对事故多发点和薄弱区域的治理。
7、初撑力和工作阻力，达标率不低于90%。
二、两巷的矿压观测
在运输巷和回风巷分别距开切眼40m、60m、80m、100m、120m、140m处布置6个侧区，用卷尺量巷道受采动阻碍过程中的顶底板及两帮移近量，每天观测一次，依照观测时刻可算出移近量。
三、支护质量监测
每旬由技术科组织对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在的问题，由采煤队赶忙整改。
监测内容要包括支柱支撑力、煤壁片帮情形、梁端距、采高及端头顶板冒落情形、两巷超前支护质量等。
四、观测时刻要求
1、工作面：
观测到老顶初次来压和6次同期来压。
2、两巷：
观测至工作面停采线。
3、支护质量监测：
整个生产期间。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运煤系统：
*****采煤工作面〔刮板机〕→*****运输巷〔刮板机〕→*****运输巷〔皮带运输机转载〕→*****溜煤眼→*****机轨石门〔皮带机〕→*****煤仓〔溜煤眼〕→主井〔皮带〕→地面。
二、运料系统：
副斜井〔绞车〕→*****机轨石门〔电机车〕→*****运输巷〔人工搬运〕→*****采煤工作面。
附图3«*****工作面运输系统图»。
第二节〝一通三防〞与监控系统
一、通风系统
〔一〕、工作面风量运算
1、按瓦斯涌出量运算
Q采＝100q瓦采K
＝100×1.764×2.4
＝423.36〔m3/min〕
式中Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
Q瓦采——我矿为瓦斯抽采矿井，扣除瓦斯抽采量后，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；
Q瓦采＝CH4×Q风
式中Q风——表示采煤工作面回风顺槽〔11月20日〕实测回风量，m3/min；
CH4——表示采煤工作面回风顺槽实际瓦斯平均浓度，%。
Q瓦采＝CH4×Q风
＝630×0.28%
＝1.764
K——采煤工作面的瓦斯涌出不平均系数，取2.4。
2、按工作面最多工作人数运算
Q采=4N=4×52=108〔m3/min〕
式中：
N——采煤工作面
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