捡材沟煤矿1172采面作业规程炮采.docx
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捡材沟煤矿1172采面作业规程炮采
水城县阿戛捡材沟煤矿
1172采煤工作面回采
作业规程
施工单位：
采煤队
施工地点：
1172采煤工作面
编制单位：
捡材沟煤矿技术科
2011年1月24日
审批记录
会审主持人：
会审时间：
2012年5月20日
编审单位
签名
日期
会审意见
编制单位
编制人
负责人
会
审
意
见
通风队
机电运输队
调度室
安全科
安全矿长
生产矿长
机电矿长
总工程师
矿长
批准
总工程师
目录
第一章工作面概况1
第一节工作面位置及井上下关系1
第二节煤层1
第三节煤层顶底板2
第四节地质构造2
第五节水文地质2
第六节影响回采的其他因素3
第七节储量及服务年限5
第二章采煤方法及回采工艺5
第一节巷道布置6
第二节采煤工艺6
第三节设备配置14
第三章顶板管理15
第一节支护设计15
第二节工作面顶板管理18
第三节回采巷道及端头顶板控制22
第四节矿压观测23
第四章生产系统23
第一节运输系统23
第二节“一通三防”与监控系统24
第三节排水系统29
第四节供电系统30
第五节通信系统32
第五章劳动组织及主要技术经济指标33
第一节劳动组织33
第二节作业循环33
第三节主要技术经济指标34
第六章煤质管理35
第七章安全技术措施36
第一节一般规定36
第二节顶板管理37
第三节防治水47
第四节“一通三防”与安全监控48
第五节运输管理51
第六节机电管理53
第七节其它54
第八节灾害应急措施及避灾路线59
第八章其它62
附图清单63
第一章工作面概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面的位置
1172采煤工作面位于矿区中部，轨道上山北翼的K17煤层中，布置在+1303m～+1375m标高，未发现断距大于5m的断层。
工作面东翼为风氧化带保护煤柱，西临采区边界，南为1171接替工作面运输巷、回风巷掘进巷道。
二、地面相对位置
1172采煤工作面地面位置位于井田中北部方向，地面标高＋1400m～+1650m。
三、回采对地面的影响
该工作面布置在一采区，采用全部垮落法管理顶板，回采后将造成地表移动变形，也可能会造成局部塌陷。
第二节煤层
一、煤层厚度
1172采煤工作面煤层厚度一般为2.2m，局部地段煤层厚度略有变动。
二、煤层产状
1172采煤工作面煤层位于龙潭组四段下部K17煤层，地层产状变化较大，总体呈一走向近南北向，倾向近西的单斜构造；倾向250～300°，倾角为20～25°。
K17煤层层位和厚度均较稳定，平均厚度为2.2m（实际揭露），平均倾角22°。
属较稳定煤层。
煤层结构简单，一般为单一煤层，偶有一层泥岩夹石。
煤层顶板一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩。
底板为泥岩。
三、煤层性质
煤层赋存较稳定，结构简单，倾角变化较平缓。
四、煤质
K17煤层为中灰、中硫、中热值焦煤，煤的工业用途主要为炼焦和动力用煤。
物理性质为黑色及黑灰色、玻璃光泽、以半亮及半暗煤为主，有少量亮煤及暗淡型煤。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶底板
顶板：
一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。
底板：
泥岩。
泥岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。
第四节地质构造
1172采面位于井田中部，轨道上山北翼的K17煤层中，煤层倾角20～25°，平均倾角22°，工作面布置过程中未发现断距大于5m的断层，浅部受小煤窑开采破坏严重。
一、褶皱
区内褶曲构造不明显，仅在矿区北部、北东部因受F8、F9号断层的影响，发育一小型背斜构造。
小型褶曲对煤系浅部有一定的影响，对1172采面影响不是很明显。
二、断层
区内未见大的断裂，小构造较发育，地面可见断层有F8、F9、F10、F30、F59、F61、F66、F67、F69等。
以上断层对1172采面无大的影响。
三、其它
1172采面无岩浆岩分布。
剥蚀条带不发育。
局部发育次级小褶皱。
第五节水文地质
一、含水层的分析
1、1172采面位于井田中部，轨道上山北翼的K17煤层中，煤层倾角20～25°，平均倾角22°，工作面布置过程中未发现断距大于5m的断层，浅部受小煤窑开采破坏严重。
在回采过程中，严格要采取“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水措施，防止突发透水事故。
2、严格执行《煤矿安全规程》及《煤矿防治水规定》等有关规定，工作面或其他地点出现挂红、挂汗、空气变冷、出现水雾、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时，必须停止作业，采取措施，立即报告矿调度室，发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。
二、工作面涌水量
经《水文地质调查报告》预测，+1300m标高正常涌水量为39.98m³/h，最大涌水量为63.37m³/h。
K17煤层由于小窑开采，已形成部分采空区，冒落带会造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。
第六节影响回采的其他因素
一、煤层顶底板情况
K17煤层：
顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。
底板为泥岩。
泥岩吸水后易膨胀发生底鼓现象，在开采过程中应引起注意。
矿井在生产过程中，应根据实际情况，根据顶板矿压显现特征和采高变化调整支护密度，以确保工作面的生产安全。
二、瓦斯、煤与瓦斯突出危险性
本矿2008、2010年度瓦斯等级鉴定结果（2009年度未鉴定）详见下表：
序号
年度
瓦斯涌出量
月产量
瓦斯等级
鉴定结果
相对（m3/t）
绝对（m3/min）
（t）
1
2008年度
49.16
5.69
4000
突出矿井
2
2010年度
5.87
3000
突出矿井
根据贵州省能源局黔能源煤炭〔2011〕31号文件的批复，矿井在标高+1300m以上的K17、K22煤层无突出危险性；根据贵州省能源局黔能源煤炭〔2011〕740号文件的批复，矿井在标高+1300m以上的K23煤层无突出危险性；K33煤层在鉴定范围内（+1300m以上）有突出危险。
本矿位于黔安监管办字[2007]345号文件所划定的煤与瓦斯突出矿区和突出危险区之内，本矿属具有突出危险性矿井。
其中+1300m标高以上K17、K22、K23煤层按突出矿井中的非突出区域进行设计和管理。
三、煤尘爆炸性
根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的《水城县捡材沟煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》，我矿K17煤层煤尘有爆炸性危险。
故1172采面按煤尘有爆炸性危险管理。
四、煤的自燃发火倾向性
根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的《水城县捡材沟煤矿煤炭自燃倾向性鉴定报告》，我矿煤层K17煤层自燃倾向性均为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
故1172采面K17煤层按不易自燃煤层管理。
五、地温
1172采面地温正常。
六、地压
1172采面没有冲击地压危险。
七、环境地质条件
（1）矿区环境地质条件现状评价
1）地震
据贵州省城乡建设环境保护厅1993年12月编制的《贵州省地震烈度区划图》，井田范围内地震烈度为6度区。
2）地质灾害现状
井田范围内目前尚未发现崩塌、滑坡、泥石流、地面塌陷及地裂缝等地质灾害，工业广场及其周边也未发现潜在的地质灾害。
但是随着深部煤层开采的不断扩大，井田内可能会出现地表的不均匀沉降和地裂缝等地质灾害现象，应加以重视。
3）地表水、地下水污染现状
井田内由于地表水不发育，地下水埋深较浅，矿区无大中型工矿企业，水质没有受到大的污染。
4）大气污染现状
矿区目前主要的大气污染源为矿井废气及当地民用燃煤，区域内主要的污染物是粉尘，SO2、CH4、CO2等次之。
（2）矿区环境地质条件预测评价
当煤层浅埋区或节理裂隙带附近的采煤冒落裂隙扩展到地表时，会出现地面沉降、开裂、塌陷，还可能引起滑坡、崩塌的发生，从而造成耕地破坏等环境地质问题，给农业生产、采矿活动造成影响。
矿井大规模疏排水，会将矿井中氯、磷、氟、砷、硫等有害物质及开采中产生的有害物质带入地表水、地下水中，对地表水、地下水产生不同程度的污染。
本矿废水正常排放时对地表水环境的影响不大，大部分废水作为矿井生产防尘用水，排放较少。
在以后的生产过程中，由于扩建、生活饮用水和矿井废水的不断加大排放，煤矿必须加强生产废水治理，严格控制S、Fe、Mn、油类等污染物排放。
以上为矿区已存在或将来采矿中可能出现的常见灾害地质、环境地质问题，今后矿山建设中应加强环境地质调查，建立、建全环保机构及环保设施，以预防为主，治理为辅，探采结合，综合治理，尽量避免因采矿活动诱发或加剧上述灾害的发生。
八、问题
含煤地层浅部分布有废弃老窑，老窑采空区内应有积水，在矿井开采中应留设保护煤柱，在接近采空区应进行超前探水或先疏干采空区积水，以防采空区积水涌入矿井，造成突水事故。
矿井生产中应加强对老窑水的探放工作，坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的探放水原则，同时做到“有疑必停”，并编制探放水措施，防止老窑、采空积水对矿井开采的影响。
必须对采空区积水进行疏放，并对可能的突水区域采取相应的预防措施，防止突水，保证矿井安全生产。
第七节储量及服务年限
一、工业储量及可采储量
㈠工业储量：
K工业=S×H×γ=46916×2.2×1.45=149662t
S—－煤层倾斜面积，46916m2
H－－煤层高度，2.2m
γ――煤质密度，1.45t/m³
㈡可采储量：
K可采=K工业×c=149662×0.95=142179t
c--回采率，95％
二、服务年限
计划月生产能力为142179t，可采储量除以月生产能力结果为5.7月。
第2章采煤方法及回采工艺
第一节巷道布置
1172运输巷、1172回风巷沿煤层走向布置，沿煤层顶板掘进，断面为不规则梯形断面，金属棚支护；切眼长度为148m，金属棚支护。
详见附图1：
1172采煤工作面巷道平面布置示意图
第二节采煤方法及工艺
一、采煤方法
根据该面采煤层赋存条件及开采经验，采用走向长壁后退式采煤方法。
2、回采工艺
1、落煤：
采用爆破法落煤，即采用MSZ—12T煤电钻打眼，煤矿安全许用乳化炸药和煤矿许用瞬发雷管爆破，MFB—100发爆器起爆。
2、装煤：
人工攉煤入刮板运输机。
3、运煤：
工作面采用刮板运输机运至运输巷刮板运输机、主平硐皮带运输机至地面煤场。
其运输流程为：
1172工作面?
1172运输巷?
主平硐?
地面。
三、工作面支护：
1、普通支护
（1）支护材料：
主要为外注式单体液压支柱和2.6m的∏型钢梁。
（2）支护形式：
工作面选用单体液压支柱和∏型钢梁支护顶板，支护形式为对梁交错迈步前移布置。
采用一梁三柱，四五排控顶，支柱打在∏型梁下靠老塘侧梁尾200mm处。
最小控顶距3400mm，最大控顶距4000mm，支柱排距600mm，柱距800mm，对梁间距200mm，放顶步距600mm，移梁步距600mm。
工作面两端头均采用“四对八梁”支护方式，即液压单体支柱与3.2m的∏型梁，保证一梁三柱支护。
特殊情况，如两道顶板不好时采用木垛加强支护时在两端头巷道内帮侧各打一个木垛管理顶板，每个木垛的下方必须打两根单体支柱，确保初撑有力。
三用阀的注液口朝向采空区，木垛规格：
长×宽=2×1.2m，道木规格：
长×宽×厚=1.2×0.2×0.15m，木垛严禁出现重料重楔现象。
工作面内每间隔10m布置一把注液戗、每间隔4.5m安装一个移溜千斤顶。
（3）支护工具：
由两台BRW80/20型乳化液泵，供给压力不低于18Mpa高压乳化液，通过主管路（内径不小于20mm的钢管）和软管路经DL-Q型注液枪注入柱腔内，使支柱获得不小于90KN的初撑力。
表2-2-3外注式单体液压支柱技术特征表
名称
型号
最大阻力
最小高度
最大高度
规格
DW25-300/100
30T
1.43m
2.8m
工作行程
支柱重量
泵站压力
1.37m
58.6
18-20Mpa
（4）支护顺序及要求：
①支护顺序：
放炮——挂梁——移溜——支设支护——移设支护——回料（打切顶柱、全承载）
②支护要求：
工作面挂线认柱，柱排距均匀，其偏差不超过±100mm，支柱迎山有力，迎山角3-5度。
∏型梁接实顶板，其他严格按《煤矿安全规程》有关规定执行。
2、工作面特殊支护：
（1）工作面运输（回风）顺槽端头均采用“四对八梁”DW25-300/100型单体液压支柱配3.2米长∏型钢梁对梁对柱布置，交错迈步前移。
排距0.6米，柱距0.8米，对梁间距0.2米。
∏型钢梁垂直与巷道布置，液压单体支柱支设在距∏型钢梁端头200mm处，∏型钢梁接实巷道顶板，单体支柱工作阻力不低于90KN，底板松软处支设柱鞋。
切顶柱要打在两长梁之间与老塘侧正规柱对齐平均分配，支柱迎山有力，迎山角3-5度。
柱帽平行于工作面，禁止无帽支护，支柱初撑力不小于90KN。
工作面煤帮如出现因片帮处理松帮煤而形成空顶长度大于0.4m时必须及时支设带帽贴帮柱用来护帮、护顶，确保安全。
柱帽的方向垂直于工作面。
工作面上、下两端头安全出口的宽度不得小于0.8m，高度不得低于1.8m，自巷道煤壁向工作面内长度不少于5m，紧贴煤壁打设贴帮戴帽点柱，柱帽规格：
600×200×150m，顶板破碎时，使用3.2米长∏型钢梁平行工作面推进方向布置，一梁两柱跨过刮板输送机打设，煤壁破碎时，在点柱与煤壁之间穿半圆木和板皮临时支护。
初次放顶工作面两端头三角区各打设一个木垛加强支护顶板稳定性，木垛规格：
长×宽=2×1.2m，道木规格：
长×宽×厚=1.2×0.2×0.15m，木垛严禁出现重料重楔现象。
（2）全承载支护：
老塘第四排回出的支柱要打在所回柱子上一棚的第三排支柱煤帮侧梁下，紧靠第三排支柱，面内严禁有倒放支柱。
（3）超前支护：
超前支护自煤壁起要保持超前20m，采用单体液压支柱配合工字钢梁支护，梁距为800mm，双排柱加强支护，人行道宽度0.8m，支柱初撑力≥90KN。
上下帮单体规格DW25-30/100。
具体详见图2-2-2工作面上下端头超前支护图。
图2-2-2工作面上下端头超前支护图
（4）工作面中部切眼工字钢梁在回采时用单体液压支柱配合2.6m∏型钢梁支护替换，运输、回风两顺槽均在采煤工作面回采前进行超前支护时，在打设好正规柱后，先进行敲帮问顶，对工作面顶帮活煤（矸）找掉，确保支柱良好后，采用YCD—180预应力张拉千斤顶，在正规支柱的保护下将锚索托盘及索具卸下；用TG型预置试扭力扳手将锚杆螺丝拧松，拆掉螺丝、垫片及托盘。
回风顺槽在退锚前在切顶线要加强特殊支护，柱距为0.4m。
以确保出口行人安全，所拆下的索具、螺丝、托盘要分类回收至井上。
详见附图2：
1172采煤工作面支护平、剖面图
三、金属梁、柱、楔管理
1、设专职铁管员负责对梁、柱、楔编号进行管理，各现场组对本班组的梁、柱、楔的缺失和对号负责；
2、下井的数值、柱、楔必须经过验收，单体必须根根进行试压，确保合格后，方可下井，工作面发现坏梁坏柱要及时更换；
3、在同一工作面严禁使用不同类型或不同性能的支柱；
4、对使用时间超过八个月的支柱必须上井检修；
5、新用支柱在使用前必须连续升降几次，排放完原缸内气体，井下严禁拆卸单体液压支柱。
四、采高、循环进度
工作面根据煤层顶底板高度回采，一次采全高；局部见构造地段煤层高度较小时，挑顶或破底进行回采，保证采面最低高度不低于1.4m。
每个循环进度为0.6m。
第三节设备配置
一、采煤工作面设备
回采工作面配备ZQS-30/2.5型风煤钻2台，工作面采用一台SGB-630/110型边双链可弯曲刮板机，工作面运输巷选用一台SGB-630/40T刮板转载机和一台DSJ650/200型胶带输送机，采用BRW80/20乳化泵两台，XPB250/55喷雾泵1台，单体液压支柱采用回柱器卸载回柱。
回采工作面主要设备配备详见表2-3-1。
表2-3-1回采工作面主要设备配备表
序号
设备名称
型号
主要技术参数
单
数量
位
使用
备用
合计
1
风煤钻
ZQS-30/2.5
0.45MPa，55L/s
台
2
1
3
2
刮板运输机
SGB630/110
110kW，1140V
台
1
0
1
3
单体液压支柱
DW25-30/100
支撑高度1430～2800mm
根
1063
154
1190
4
∏型钢梁
DFB型
2.6m
根
330
20
350
5
∏型钢梁
DFB型
3.2
根
16
14
30
6
喷雾泵
XPB250/55
30kW，5.5Mpa，250L/min
台
1
1
7
乳化液泵
BRW80/20
660V，N=37kw
台
1
1
2
8
乳化液箱
XRTA
640L
个
1
1
9
皮带运输机
DSJ650/200
40kW（双电机一备一用）
部
2
2
10
转载刮板机
SGB620/40T
40kW，660V
部
1
1
11
钻机
ZDY-650
150m，5.5kw，开孔89mm
台
1
1
2
二、设备布置情况
详见附图3：
工作面机电设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
1、估算顶板下沉量S的计算
S=N×M×R=0.01×2.2×4
=0.088m
式中：
N——顶板下沉系数，本采面取0.01
M——平均采高，m
R——最大控顶距，m
2、工作面顶板压力的计算
初次来压前阶段顶板压力PT的计算
PTmin=A=∑miγi=11.1×2.5=27.75t/m2
式中：
A——直接顶压力，t/m2
mi，γi——直接顶各分层厚度（m）及容重（t/m3）
PTmax=A+MγC/[（4—8）LK]
=27.75+20×2.2×15/（8×3.7）
=50.05t/m2
式中：
M——老顶厚度，m
γ——老顶容重，t/m3
C——初压步距，取15m
LK——平均控顶距，m
3、周期来压顶板压力PT′的计算
PT′min=A=27.75t/m2
PT′max=A+MγC′/[（4—8）LK]
=27.75+20×2.2×10/（8×3.7）
=42.61t/m2
式中：
PT′min，PT′max——周压期间最小，最大顶板压力，t/m2
C′——周压步距，取10m
二、工作面支护密度的确定
1、支柱实际支撑力RT的计算
RT=KB×KZ×RB×KG
=0.92×0.9×30×0.9
=22.36t/棵
式中：
RT——单体液压实际支撑能力，t/棵
KB——支柱受力不均衡系数
KZ——支柱的增阻特性系数
RB——支柱的理论支撑能力，t/棵
KG——支柱的工作系数
2、工作面支护密度的计算：
①、初压期间：
Nmax=PTmax/RT=50.05/22.36=2.24棵/m2
②、周压期间：
N′max=PT′max/RT=42.61/22.36=1.91棵/m2
式中：
Nmax，N′max——初、周压期间工作面允许最大密度，棵/m2
三、支柱的型号选择计算
第一步确定顶板下沉量：
SL=η×M×L=0.01×2.2×4＝0.088m，
式中：
SL—顶板下沉量，m；
η—下沉系数，取0.01；
M—采高，m；
L—最大控顶距，m。
第二步确定支柱规格：
选用DW型柱塞悬浮式单体液压支柱
Hmax=Mmax－b=2300－138＝2162mm
Hmin=Mmin－SL－b－a＝2100－88－138－40＝1834mm
式中：
SL—顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；
Mmin—工作面最小采高；
Mmax—工作面最大采高；
b—顶梁厚度；
a—支柱的卸载高度，取40mm。
工作面选取DW25-300/100型单体液压支柱，支撑高度为1700～2500mm，额定工作阻力300kN，额定工作液压31.8MPa，初撑力118～157kN。
第三步支护密度验算：
支护强度:
P＝（4～8）×M×γ
＝6×2.0×2.5=30t/m2
式中：
P—支护强度，t/m2；
M—为平均采高，2.0m；
γ—为顶板容重，取2.5t/m3；
6—按6倍取值。
1172采煤面最长时150m，最大控顶距4m，因此采场最大面积S=150×4=600m2，所设支柱数n＝Nmax×S＝2.24棵/m2×600m2=1344棵，则支护密度为1344/600=2.24棵/m2，DW25-300/100单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.8的系数，则每根支柱的承载能力为RT=KB×KZ×RB×KG=0.92×0.9×30×0.9=22.36t/棵。
支柱实际提供的支护强度为2.24×22.36=50.08t/m2，而支护所需要的支护最大强度为PTmax=50.05t/m2，因此，设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。
根据以上计算，工作面选取DW25-300/100型单体液压支柱，支撑高度为1700～2500mm，额定工作阻力300kN，额定工作液压31.8MPa，初撑力118～157kN，最大控顶距4.2m、最小控顶3.4m，放顶步距0.8m，移梁步距0.8m，满足支护采场顶板的要求。
五、合理控顶距的选择
工作面选用单体液压支柱和∏型钢梁支护顶板，支护形式为对梁交错迈步前移布置。
采用一梁三柱，四五排控顶，最大控顶距4.2m、最小控顶3.4m，放顶步距0.8m，移梁步距0.8m。
六、顶梁选型
采面顶板支护采用∏型钢梁，该型顶梁长2.6m，支护强度大，使用方便。
七、乳化液泵站设计
1、乳化液泵及管路选型
采用BRW80/20型液压泵，二寸钢质水管沿1172运输巷敷设，工作面内采用10#高压管进行供液。
2、泵站使用规定
坚持每天两个小时的检修时间，主要设备每天检修一次，其它设备定期检查、加油、紧固及更换零配件，确保各台设备良好运转，并作好检查检修记录。
要保持各台设备清洁卫生。
严格执行包机制度，并执行挂牌管理。
泵站压力不得低于18Mpa，两台液压泵每班换开一次；
及时添加乳化油，乳化液浓度控制在2～3％，并且现场要备有检测乳化液浓度的工具。
3、泵站位置:
1304联络巷
第二节工作面顶板管理
一、回采时顶板控制方式
1、根据本采区顶底板岩性的具体情况，确定本工作面采用全部跨落法管理顶板。
2、由1172工作面回采地质说明书知，K17煤层顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩，其抗压强度及抗剪强度均较低、易破碎，稳定性较差，故在开采过程中应加强支护。
底板为泥岩，泥岩吸水后易膨胀发生底鼓现象
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