二井九路左一层采煤作业规程尾巷单体钢使用.docx
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二井九路左一层采煤作业规程尾巷单体钢使用
延吉市鑫泉煤业有限公司
延吉三道煤业有限责任公司二井
采煤作业规程
（单体∏钢梁）
作业地点：
九路左一层采煤工作面
施工队组：
206队
编制人：
王功亮
编制日期：
二O一五年四月二十七日
开工日期：
矿长
技术矿长
安全矿长
生产矿长
机电矿长
目录
第一章概况………………………………………………………..5
第一节工作面位置及井上下关系表………………………………..5
第二节煤层…………………………………………..……..6
第三节煤顶底板………………………………………................7
第四节地质构造…………………………………………………..…7
第五节水文地质……………………………………………...............7
第六节影响回采的其它的因素…………………………………..…8
第七节储量………………………………………………………..…8
第八节图纸………………………………………..……………..….9
第二章采煤方法………………………………………………….…10
第一节巷道布置………………………………………………….…10
第二节采煤工艺………………………………………………….…12
第三章顶板管理……………………………………………………18
第一节支护设计…………………………………………………….18
第二节工作面顶板管理…………………………………………….20
第四章生产系统……………………………………….....................22
第一节运输……………………………………………….................22
第二节一通三防与安全监控……………………............................24
第三节压风系统………………………………………………….29
第四节排水系统………………………………………………….…29
第五节通讯系统…………………………………………………….29
第六节人员定位系统布置…………………………………………30
第七节供电系统……………………………………………………30
第五章劳动组织和主要技术经济指标………………………….....32
第一节劳动组织…………………………………………………….32
第二节主要经济技术指标……………………………………….…33
第六章煤质管理………………………………………………….…34
第七章安全技术措施…………………………………………….…34
第一节初次放顶…………………………………………………….34
第二节顶板管理………………………………………………….…36
第三节防治水……………………………………………………….43
第四节爆破………………………………………………………....44
第五节一通三防措施与安全监控………………………………….48
第六节机电运输……………………………………………………51
第八章避灾路线……………………………………………..........54
批复书
总工程师：
参加审批人员：
第一章 概 况
第一节 工作面位置及井上下关系
表1 工作面位置及井上下关系
水平名称
九路
工作面名称
九路左一层煤
地面标高
＋600米
井下标高
＋212米～＋253m
地面的相对位置
屯田营山林
回采对地面设施的影响
地表无建筑、无铁路、无水体，开采时无影响
井下位置
该工作面位于矿井＋212米水平上至＋253米一层煤区域。
本工作面位于主井筒、暗副井筒的左侧煤层。
走向长度（m）
172
倾斜长度（m）
75
面积（m2）
12900
第二节 煤 层
表2煤层情况表
煤层厚度（m）
1.8
煤层结构
简单
煤层倾角（º）
26～31
开采煤层
一层
煤种
长焰煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
该采面为一层煤复采面，赋存稳定，结构简单。
本煤层近东西走向，倾向北，倾角平均28°左右，煤层平均厚1.8米。
煤种为长焰煤，煤层层理发育，层理基本是水平层理。
节理发育，块状构造，局部含有2层泥岩或含炭泥岩夹矸，平均厚0.2米。
第三节 煤层顶底板
表3 煤层顶底板情况表
顶底板
岩石名称
厚度
描述
顶板
老顶
粉砂岩、细砂岩
16.8m
局部为粗砂岩
直接顶
泥岩、粉砂质泥岩
9.04m
伪顶
泥岩、炭质泥岩
0～0.7m
底板
粉砂岩及泥质粉砂岩
0～5.36m
第四节 地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
采煤工作面内无断层。
二、褶曲情况以及对回采的影响
该区为单斜构造，区内褶曲轻微，对回采无影响。
三、其它因素对回采的影响
无影响
第五节 水文地质
一、涌水量：
无
二、含水层（顶部和底部）分析：
一层煤顶底板均为泥岩、粉砂质泥岩，是良好的融水层，不含水。
三、其它水源分析：
原一层煤旧巷及采迹内可能有少量的积水，对回采无影响。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况：
表5 影响回采的其它地质情况表
瓦斯
瓦斯绝对涌出量0.5m3/min
CO2
无
煤尘爆炸指数
煤的自然倾向性
发火期7个月，容量1.47T/m3，灰分38.93%，挥发份46.62%
地温危害
正常地温
二、冲击地压和压力集中区
工作面为复采煤层，有采动影响，无应力集中区，无冲击地压。
三、地质部分的建议
1、工作面回采过程中，坚持有疑必探的原则，探明一层煤旧巷、一层煤采迹内水、火、瓦斯等情况，并制定针对性的安全措施，确保安全施工。
第六节 储 量
煤层
名称
工作面尺小
平均煤层厚度（m）
地质储量（万吨）
可采储量（万吨）
工作面回采率（%）
走向（m）
倾斜（m）
一层
172
75
1.8
3.4
2.89
95
第七节 图 纸
1、地质平面图
2、地质剖面图
3、井上下对照图
4、综合柱状图
第二章 采煤方法
工作面设计主要内容表
采煤方法
走向长壁后退式
工作面长
75米
落煤方式
爆破落煤
工作面倾角
26°～31°
一次循环进度
1.2m
采高
1.8m
作业方式
三八作业制
打眼工具
煤电钻
顶板管理
全部垮落法
工作面运输
自滑槽
支护形成
单体与π钢梁配套支护一梁三柱
顺槽运输
调度绞车牵引矿车
第一节 巷道布置
一、工作面巷道布置情况
1、工作面走向长172米，倾向长75米，工作面倾角26°-31º。
2、该回采工作面由+212米水平和+253米水平掘送采煤工作面下、上顺槽及开切眼。
八路回风顺槽、九路运输顺槽、开切眼沿煤层顶板布置。
由此构成采煤工作面生产系统及回风系统。
上、下顺槽支护采用工字钢棚支护;工作面采用单体液压支柱配∏钢梁支护。
3、工作面八路回风巷设有消尘防灭火管路（Φ25mm铁管）、压风管路（Φ50mm）、瓦斯监测线路、通信线路、动力电源线路、隔爆水袋，八路车场设有饮水供水阀门一处。
液压泵站设在八路石门内。
4、九路运输巷设有消尘防灭火管路（Φ25mm铁管）、压风管路（Φ50mm）、动力电源线路、瓦斯监测线路、通信线路、隔爆水袋，九路车场设有饮水供水阀门一处。
二、工作面支护平面图
第二节 采煤工艺
一、采煤方法选择依据：
该区煤层层理较发育、节理发育，回采时顶板易于冒落，工作面倾角变化较小、掘进率低、成本低、便于工作面采用Ｕ型通风，故采用走向长壁后退式方法回采。
二、采煤工艺：
1、回采工艺及支护形式
工艺流程：
采前准备 打眼 装药 放炮 敲帮问顶 临时支护 铺自滑槽扒货 移柱串梁 回密柱 打新密柱检查工作面支柱
支护形式：
单体液压支柱配2.8米∏钢梁、一梁三柱支护。
三、回采顺序及施工方法
1、回采顺序：
在倾斜上，沿开切眼由下而上。
在走向上由里往外开采。
八路左一层煤顺槽留设走向×倾向=6m×5m的护巷煤柱、九路左一煤层顺槽留设走向×倾向=5m×5m的护巷煤柱。
八路左一层煤顺槽留设的护巷煤柱侧沿煤层打走向横排密柱，走向横排密柱严禁回收。
横排密柱≥￠16cm硬杂木
2、回采方法：
1）、采用走向长臂后退式，采取三、四排控顶，见四回一，全部垮落法管理顶板。
2）、采高和循环进度
采高1.8m工作面长度：
75m循环进度：
1.2m、最小控顶距2.8m、最大控顶距4m
3、工作面支护及采空区处理
A、工作面支护
支护形式，采用DW22-300/100型单体液压支柱配合2.8m∏型钢梁支护、一梁三柱，靠切顶线侧两根Π钢梁支柱间加设五根戴木顶帽的单体支柱作为密集支柱，放炮后即出现最大控顶距后在靠近煤壁侧打单体支柱配木顶帽临时支护。
正常生产时采用“三、四”排管理顶板，密集支柱切顶。
⑴支护质量
a、支柱打成直线，排距1.2m，柱距1.0m，新暴露的顶板要及时支护。
b、支柱支设，迎山角度合适，工作面支柱必须全承载。
c、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200㎜。
d、不得使用折损的木顶帽，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。
e、临时支柱的位置应不妨碍架设Π钢梁支柱，Π钢梁支柱未支设好不准回撤临时支柱。
⑵接顶要求：
密柱和临时支柱必须使用柱帽接顶﹙柱帽规格500×150×100mm，顶板破碎和漏顶处，必须使用木板（或刹杆）接实背严，严禁空顶。
B、采空区
工作面采空区采用全部垮落法处理。
4、施工方法：
（1）、工作面运输由自滑槽溜子将煤自溜到矿车，运输顺槽由11.4KW调度绞车牵引矿车串车运输。
（2）、作业人员进入工作面，首先对整个采煤工作面进行全面的安全检查，要进行敲帮问顶，发现伞檐或帮顶的活石，立即敲掉。
发现倒顶柱或缺顶柱、缺密集柱时必须先补齐、失效顶柱立即更换、重新补打，加强工作面的支护，保证工作面安全后再作业。
（3）、采煤工作面作业时每循环放炮前必须回柱放顶。
倾斜方向一次放炮距离不得超过5m、顶板破碎一次放炮距离不得超过3m。
放炮后在靠近煤壁侧打设一根带木顶帽子的单体液压支柱作为临时支护，临时支护柱距0.8米。
待将5m距离的煤扒完之后，才可移柱串梁、打设密集柱，将最大控顶距回到最小控顶距。
严禁空顶作业。
放炮前要保持一梁三柱状态即处在最小控顶距状态，放炮后出现最大控顶距。
（4）、扒煤和串梁工作不得同时进行。
移柱串梁时下方不得有人员作业。
（5）采过的上顺槽安全出口和下顺槽溜煤眼要及时封闭，防止向采空区漏风，回采工作面上出口往里3米处（八路回风巷）要及时打临时密闭，设栅栏，挂好标志牌，且随采随封闭。
八路回风顺槽不回收工字钢支护。
九路运输顺槽溜煤眼以里为存车位置，且留够存车距离30米后尾巷要及时回收工字钢支护，且随采随回收。
尾巷迎头要及时打临时密闭。
（6）工作面采煤作业必须在上一个放炮循环距离5米内单体∏钢梁支护从最大控顶距回到最小控顶距后才能进行下一个放炮循环。
移柱串梁、回撤密柱，打设新密柱同时进行。
密柱间净距离不得大于20cm，迎山角度合适（支柱垂直煤层顶底板向上迎3°～4°），打紧打牢，防止空区矸石窜入。
同时在工作面起第三排（从煤壁起）打密柱，回柱和打设密柱要同步进行。
新密集柱超前旧密集柱0.5米，新旧两段密集柱宽不得小于1.2米。
5、安装支柱顺序：
（1）形成开切眼以后，单体液压支柱和∏钢梁要从八路回风顺槽往下运到采煤工作面。
往下运单体液压支柱和∏钢梁时要一根一根运，严禁往下出溜，以防伤人。
（2）单体液压支柱和∏钢梁安装要从下部开帮﹙一次走向开帮距离不得超过1.2m，倾向开帮距离不得超过5m﹚开始安装，形成单体液压支柱∏钢梁一梁三柱，依次由下往上全部安装完。
（3）安装完后整个工作面形成最小控顶距2.8m的状态，再回到下部开帮正常回采。
（4）每根单体液压支柱﹙包括密集柱﹚要用防倒链子与上部相邻单体连接，防止倒支柱伤人员。
6、采煤工作面下顺槽（九路左一层煤运输顺槽）的超前安全出口的数量不得少于一个、不得超过二个。
7、爆破说明书
1）、炮眼布置：
采用三花眼。
顶眼布置在煤层顶板以下700mm，斜向煤层顶板方向打眼，与煤壁夹角为81º，终孔位置在煤层顶板以下500mm；底眼布置在煤层底板以上500mm，与煤壁夹角76º，终孔位置在煤层底板以上200mm，炮眼间距均为600mm。
2）、打眼放炮：
打眼用ZM-12T型煤电钻，1.2m麻花钻杆，从工作面下部向上部打眼。
3）、放炮：
采用三级煤矿许用粉状乳化炸药（型号规格：
Φ32mm/150g）、煤矿许用瞬发电雷管（型号：
XOC）爆破，连线方式为串联，工作面一次起爆的距离不得超过5米，顶板较破碎时，一次起爆距离不超过3m，顶板十分破碎时，一次起爆炮眼个数不超过1个。
放炮员放炮地点必须在距离爆破地点不小于75m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药
（1）、装药方式：
正向装药、联线方式：
串联
（2）、封孔方式：
用水泡泥和黄泥球。
（3）、煤层松软或煤层顶板破碎必须减少爆破进度，减少装药量
4）、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
75
1.2
0.30
22.5
75
串
联
低眼
75
1.2
0.45
33.75
75
合计
150
56.25
150
按每次爆破5米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
倾角
起爆顺序
连线
方式
炸药（kg）
雷管（发）
水平
垂直
顶眼
4
1.2
0.30
1.2
4
70°
81°
Ⅱ
串
联
底眼
5
1.2
0.45
2.25
5
70°
76°
Ⅰ
合计
9
3.45
9
第三章 顶板管理
第一节 支护设计
一、工作面合理的支护强度：
Pt=9.81×h×r×k=9.81×1.8×2.3×4=162.45KN/m²
式中Pt—工作面合理的支护强度，KN/m²；
h—采高，1.8m；
r—顶板岩石重力密度，2.3t/m³.
k—工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，取4。
1、单体液压支柱实际支撑力，KN：
Rt=Kg×Kz×Kb×Kh×Ka×R=0.99×0.95×0.9×1×1×300=253.93KN
式中Rt—单体液压支柱实际支撑力，KN
Kg—支柱工作系数，0.99
Kz—支柱增阻系数，0.95
Kb—支柱不均匀数，0.9
Kh—采高系数，1
Ka—倾角系数，1
R—支柱额定工作阻力，300KN
2、工作面合理的支护密度
n=Pt/Rt=162.45/253.93=0.63根/m²
3、工作面支柱距、排距
工作面支架的排距定为1.2m，则支架的柱距：
L柱=1.0÷（L排×n）=1.0÷（1.2×0.63）=1.32m
式中L柱—工作面支架的柱距；
L排—工作面支架的排距；
n—工作面合理的支护密度0.63根/m²；
经计算后确定排距：
1.2m柱距：
1.0m。
4、验算支护密度：
1根/1.2m²＞0.63根/m²=1根/1.58m²，密集柱距为0.20m，即在两柱之间加5棵单体。
二、乳化液泵站：
（一）泵站选型、数量：
浮化液泵型号：
BRW40/20A型、功率15KW两台，一台使用，一台备用。
（二）泵站设置位置：
八路石门。
（三）泵站使用规定：
1、每天对乳化液泵做好维护工作。
2、乳化液泵司机班中严禁睡觉和脱岗。
3、必须经常查看乳化液泵的运行情况。
4、开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵
5、液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和泵管损坏后及时更换。
6、更换液压管或液压管密封圈，应停泵或关闭断路阀。
第二节 顶板管理
一、顶板支护方式
一）、控顶方法
1、规格型号单体DW22-300/100型、2.8m∏钢梁
2、护顶方法。
⑴采用单体液压支柱配合∏型钢梁（2.8米）支护顶板、一梁三柱，采用“三、四”排管理。
放炮后出现最大控顶距必须在煤壁侧打设临时支柱控制顶板。
⑵工作面最小、最大控顶距及放顶步距
工作面最大控顶距4m,最小控顶距2.8m。
放顶步距1.2m。
二）、回柱放顶方法
采用人工回柱
1、准备工作
①认真检查从煤壁到采空区侧顶板支护状况，确保无安全隐患后，方可开始作业。
②清理好退路。
2、技术要求
①回柱顺序由下向上，从采空区侧向煤壁回收，严禁提前摘柱或进入采空区作业。
②回柱必须在顶板条件好，支护可靠的安全地带。
空顶必须补齐支柱后，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回柱、爆破工序严禁平行作业，不得与其它工序平行作业。
④回柱放顶至少两人，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回出的支柱及时打新密集柱，余下的支柱垂直顶底板整齐地靠在人行道采空区侧密集柱上，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5米，走向2米时，必须进行人工强制放顶。
3、安全注意事项
1）、在顶板破碎区域必须用木板（或刹杆）支护顶板。
2）、回柱人员必须在顶板完整，支架完好可靠地点，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柱状况，顶板来压必须停止作业，所有作业人员立即撤离工作面到安全地点，并报告调度室。
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。
三）、特殊支护
木垛。
初放、顶板压力较大、顶板破碎等情况下支设。
二、超前支护和安全出口支护
1、上、下顺槽支护均为梯形棚工字钢支护，棚距为1.0米。
在采煤工作面上、下安全出口与上、下顺槽连接处超前压力影响范围内必须加强支护（超前支护），且加强支护的巷道长度不得小于20米。
九路运输顺槽、八路回风顺槽超前支护采用双排单体支在原顺槽工字钢棚梁下形成一梁四柱或在每两架棚之间增加单体Π钢梁棚。
超前支护的巷道净高不得低于1.6米。
（附超前支护图）
2、采煤工作面上、下顺槽安全出口和溜煤眼支护均采用双排单体配∏钢梁的支护方式，其排距1.2m，柱距为0.8米，净高不得低于1.6米。
顶板破碎采用木板（或刹杆）封顶的支护方式，根据顶板情况可以加密支护。
（附安全出口断面图）
第四章 生产系统
第一节 运输
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备
工作面运煤设备选用自滑槽、九路左一层煤顺槽用小绞车串车运输。
主井采用绞车串车运输。
将回采下来的煤由工作面七路右六层煤运输顺槽七路车场主井地面
将回采下来的煤由工作面九路左一层煤运输顺槽九路车场主井地面
（二）辅助运输设备
1、运输设备：
1吨矿车、材料车
运料：
地面料场主井八路车场八路左一层煤回风顺槽工作面
2运输方式：
斜井采用绞车进行斜井串车提升；九路左一层煤运输顺槽采用小绞车串车运输;工作面采用自滑槽自溜运输。
附图一：
运输系统
工作面主要设备表
设备名称
规格型号
数量
备注
调度绞车
JD11.4kw
1台
回柱绞车
JH-8
1台
液压泵
BRW40/20A15KW
2台
煤电钻
ZM15
2个
单体支柱
DW22-300/100
800根
木帽子
长*宽*高
0.5*0.15*0.1（米）
500个
局扇
YBT52-2
1台
存车尾巷供风
局扇
DBKJNO4.02X2.2
1台
掘送超前安全出口供风
∏钢梁
100根
电缆线
MY-3X25/1X10
400米
监控线
MHYVP1X2X7/0.43
400米
第二节 一通三防与安全监控
一、通风系统
计算公式
风量（m3/min）
1、按瓦斯绝对涌出量计算：
Q＝100×0.5×k＝100×0.5×2
100
2、Q＝25×A＝25×3.45
86.25
3、Q＝4n＝4×12
48
4、60×V×S＝60×0.5×6.12
183.6
5、工作面确定风量
183.6
（一）风量计算
1、按人员计算Q=4N=4×12=48m3/min
2、按火药爆破量计算Q=25A=25×3.45=86.25m3/min
3、按瓦斯绝对涌出量计算Q=100q•k=100×0.5×2=100m3/min
4、按工作面气温与风速关系计算：
Q=60×V×S（平）=60×0.5×6.12=183.6m3/min
5、按风速进行验算：
最低风量Q小＝S大×V小×60＝=0.25×60×7.2=108m3/min
最高风量：
Q大＝S小×V大×60＝4×60×5.04=1209m3/min
Q小≤183.6 ≤Q大 符合《规程》规定
最后确定采煤工作面风量：
Q决＝183.6m3/min
说明：
N………….工作面最多人数12人
K………….瓦斯涌出不均衡系数2
A……………同时爆破最多炸药量3.45kg
q…………….工作面绝对瓦斯涌出量0.5m3/min
S…………….回采工作面平均断面6.12
V…………….工作面适宜风速0.5m/s
S大…………….工作面最大断面7.2m²
S小…………….工作面最小断面5.04m²
（二）通风系统
入风：
主井九路车场九路左一层煤运输顺槽工作面
回风：
工作面八路左一层回风顺槽八路回风联络巷暗副井副井地面附图二：
通风系统示意图。
（三）、掘送九路左一层煤顺槽超前安全出口必须用DBKJNO4.02X2.2KW局扇供风。
局扇设在九路左一层煤顺槽预掘送超前安全出口回风口外至少10米处，且不得影响行人、运输。
存车尾巷必须用YBT52-2局扇供风。
（四）、掘送九路左一层煤顺槽超前安全出口、八路左一层煤顺槽安全出口时严禁与采煤工作面采煤平行作业。
掘送九路左一层煤顺槽超前安全出口、八路左一层煤顺槽安全出口时相互间严禁平行作业。
二、防
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