银堂煤矿炮采作业规程11103工作面10.docx
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银堂煤矿炮采作业规程11103工作面10
目录
第一章概况4
第一节编写依据4
第二节工作面位置及井上下关系4
第三节煤层4
第四节煤层顶底板5
第五节地质构造6
第六节水文地质6
第七节影响回采的其它因素7
第八节储量及服务年限8
第二章采煤方法10
第一节巷道布置10
第二节生产能力11
第三章采煤工艺12
第一节采煤工艺12
第二节运煤工艺16
第三节支护工艺20
第四节矿压观测48
第四章运输系统49
第一节运输方式49
第二节提升运输安全措施50
第三节下料安全技术措施52
第四节起吊运输重物及大件安全技术措施54
第五章排水系统55
第一节工作面涌水情况55
第二节排水路线56
第三节防治水措施56
第六章通防与监控系统57
第一节通风系统57
第二节防尘系统61
第三节防灭火62
第四节防瓦斯64
第五节监控及辅助系统66
第七章供电系统69
第一节供电设计69
第二节机电设备配置参数74
第三节机电安全技术措施77
第八章劳动组织和主要经济技术指标85
第一节劳动组织85
第二节主要经济技术指标86
第九章煤质管理87
第一节煤质指标87
第二节提高煤质措施88
第十章灾害应急措施与避灾线路88
第一节矿井灾害预防措施88
第二节矿井灾害应急措施89
第三节避灾线路92
第十一章安全管理规定93
第一节一般安全制度93
第二节交接班制度94
第三节支护质量监测、验收制度95
第四节爆破管理96
第一章概况
第一节编写依据
依据《贵州省瓮安县龙腾焦化有限责任公司银堂煤矿开采方案设计（变更）说明书》、《银堂煤矿11103工作面地质说明书》、《煤矿安全规程》。
第二节工作面位置及井上下关系
工作面位置及井上下关系如表1-1所示。
表1-1工作面位置及井上下关系一览表
水平名称
+860m水平
采区名称
第一采区
地面标高
最高为+1130～+1133m
井下标高
+860～+890m
地面的相对位置及建筑物
地面相对位置位于工业广场南部，地表为山体，主要为山林无耕地及建筑物和河流等。
回采对地面设施的影响
工作面上部地面为山体，由于煤层较薄，埋藏较深，目前工作面范围内无任何建筑物和设施，不会造成破坏。
井下位置及与相邻关系
工作面位于主、副、回风井右翼，工作面上部为原小煤窑的采空区，下部为未开采煤田。
走向长度
120m
倾斜长度
65m
面积
7800m2
第三节煤层
煤层赋存情况如表1-2所示。
煤层厚度
0.86～3.49m
煤层结构
简单
煤层倾角
平均31°
开采煤层
D层煤
硬度
2～3
煤种
气肥煤
稳定程度
基本稳定
煤层情况描述
工作面范围内煤层赋存基本稳定，局部段煤层有变薄现象，煤层厚度为0.86～3.49m，平均厚度1.84m，煤层呈褐黑色，黑色，以粉粒状为主，少量块状及碎块状，油脂光泽，半暗型煤为主，少量半亮型煤；夹少量镜煤细条带。
细条带状结构；参差状断口为主，局部裂隙充填钙质薄膜；含透镜状、浸染状黄铁矿。
，属气肥煤型。
煤层倾角为31°硬度为2～3。
煤层中间有0.1～0.2m厚的夹矸。
表1-2煤层赋存情况一览表
第四节煤层顶底板
煤层顶底板情况如表1-3所示。
表1-3煤层顶底板一览表
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
间接顶
粉沙质泥岩
粉砂岩
几十米
深灰色，薄层状，水平及微波状层理，含铁菱铁质结核，半坚硬，裂隙发育，被方解石脉充填；RQD值为0-84%，岩石质量极劣到好，岩体破碎至较完整。
直接顶
泥灰岩及泥质粉砂岩
5～8米
灰-深灰色，中厚层状，裂隙较发育；坚硬；RQD值为57%，岩石质量中等，岩体中等完整。
D层煤
0.86～3.49
1.84
煤层呈褐黑色，黑色，以粉粒状为主，少量块状及碎块状，油脂光泽，半暗型煤为主，少量半亮型煤；夹少量镜煤细条带。
细条带状结构；参差状断口为主，局部裂隙充填钙质薄膜；含透镜状、浸染状黄铁矿。
直接底
铝土质泥岩、泥岩
24～29
25
铝土质泥岩浅灰～灰白色，薄至中厚层状，水平层理；半坚硬；RQD值为45%，岩石质量劣，岩体完整性差；泥岩深灰色，薄层状，水平纹理，遇水软化，软弱，RQD值为18%，岩石质量极劣，岩体破碎。
间接底板
细砂岩、泥灰岩
泥灰岩灰～深灰色，中厚层状，裂隙较发育；坚硬；RQD值为57%，岩石质量中等，岩体中等完整。
附图11103工作面地层综合柱状图
第五节地质构造
一、断层
本工作面从运输巷及回风巷掘进过程分析，没有断层，所以断层对本工作面回采构不成影响。
。
二、断层以及褶曲情况对回采的影响
本工作面从两顺槽的掘进过程分析，可能有小的褶曲，但对回采工作不会构成影响。
第六节水文地质
一、上部含水层对工作面的影响
根据我矿水文地质报告及钻孔资料分析，煤层顶板为泥质灰岩与砂质泥岩，本层含灰岩溶隙水，富水性中等，本层中的灰岩溶隙水将成为工作面开采时的直接充水水源。
二、下部含水层对工作面的影响
下部为铝土质泥岩、含铝土泥岩及凝灰岩薄层，厚度为24-29米，平均厚度25米，层位稳定。
据勘探钻孔简易水文地质观测记录资料，本层段在钻进中漏失量相对较小，一般小于0.5立方米/小时，本层富水性弱，为相对隔水层。
三、采空区积水对工作面的影响
据现场调查，矿区内小窑分布较多，开成采空区，由于吴家坪级以粉砂质粘土岩、泥岩为主，深部风化裂隙弱，起一定的隔水作用，使采空区易形成积水。
但由于煤层底板为铝土泥岩，遇水膨胀，采空区被底板膨胀充填，积水较少。
矿井主要充水水源位于煤层上的含水层水，地下水通过煤层顶板直接涌入矿井。
目前煤层下伏茅口灰岩含水层由于有煤层直接底板铝土质泥岩隔水层的隔挡，对本采区充水无影响，另上覆夜郎组第二段含水层亦因有夜郎组第一段砂泥岩隔水层，也未影响本采区。
综上所述，本工作面以上的采区区积水的水患，成为本工作面回采时的直接突水水源，回采过程中，要严格注意因采动影响，使顶板裂隙增大，对本工作面的出水量的影响。
四、工作面涌水量预计
该工作面涌水量来自顶板裂隙水，顶板砂岩裂隙水和采空区积水。
在施工切眼时，遇到一股裂隙水，已采用水管直接引到+900临时水仓，其他地点砂岩裂隙水为静态水，含水量弱，一般表现为在裂隙发育处，出现少量淋水。
五、陷落柱水害
根据有关报告结论：
该工作面无岩溶陷落柱，无岩浆岩侵入体。
六、钻孔情况
该工作面内无钻孔。
第七节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它因素
该采煤工作面揭露的煤层为D层煤，该煤层硬度为2～3，煤尘具有爆炸性，煤层具有二类自然发火性，瓦斯等级为低级，CO2等级为低级。
根据地质报告提供资料本矿井为地温正常区，无热害影响。
本回采工作面主要在井筒下进行采掘活动，但采面离井筒高差较大，对井筒无较大影响。
该工作面无瓦斯突出，冲击地压危险。
表1-4影响回采的其它开采条件表
瓦斯
瓦斯等级为低级，瓦斯相对涌出量为8.35m3／t，瓦斯绝对涌出量为0.41m3／min。
CO2
CO2等级为低级，CO2相对涌出量为4.16m3t,CO2绝对涌出量为0.23m3／min。
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性,火焰长度大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量（85%）。
煤的自燃倾向性
二类自燃煤层。
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、地质预报书提出的建议
1、应坚持“预测预报有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则。
2、工作面配备了采区临时排水系统，敷设排水管路，以备排水。
3、工作面顶板较为破碎，应加强顶板的管理工作，施工中应加强支护，防止泥岩层风化冒顶。
4、编制工作面初次来压及初次放顶安全技术措施。
第八节储量及服务年限
一、储量
地质储量=面积×煤厚×容重
=7800（平方米）×1.3（米）×1.35（吨/立方米）
≈13689吨
可采储量=地质储量×设计回采率
=1.3689×97%
=1.3278万吨
注：
设计工作面回采率为97%
二、采煤工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采推进长度／月设计平均推进长度
＝120／80
＝1.5月
第二章采煤方法
11103工作面采用走向长壁后退式采煤法，炮采落煤工艺，采用全部垮落法管理顶板。
第一节巷道布置
11103工作面做为三采工作面，位于一采区上部，井底车场北部，上部为11101工作面采空区。
回风顺槽通过回风石门与回风斜井相联。
通过11103联络巷与主斜井相通。
运输顺槽直接与主井底相通。
运输顺槽主要用于行人、运输、通风、供电等。
回风顺槽主要用于通风。
工作面切眼连通运输及回风顺槽。
1、工作面运输顺槽：
11103运输顺槽直接与主井底相通。
巷道断面为梯形，采用锚网支护，上帮净高2.5m,下帮净高1.5m,净断面积6.1m2，主要用于该工作面的进风、行人、运输。
下帮敷设一路供水管路，用于防尘、防灭火及供水；一路压风管道，用于采面压风及压风自救等。
2、11103回风顺槽通过回风石门与回风斜井链接，巷道沿煤层顶板破底板掘进。
巷道断面为梯形，采用工字钢支护，上帮净高2.5m,下帮净高1.8m,净断面积6.1m2，主要用于该工作面的回风。
上帮敷设一路供水管路，用于防尘、防灭火等。
3、采煤面切眼
切眼布置为矩形断面，净宽2.6m，净高1.8m（根据煤层高度确定），断面积4.68m2，沿煤层掘进。
附图：
11103工作面位置及巷道布置图
第二节生产能力
一、日生产能力
W=L×g×h×r×c
=65×3×1.3×1.35×0.97
=332吨
式中：
W—日产量（t/日）；L—工作面长度（m）；g—日循环进度（m）；
h—采高（m）；r—煤的容重（1.35t/m3）；c—回采率（97%）
二、月产量
Q=W×30×85%
=332×30×85%
=8466吨
式中:
W—日产量（t/日）；85%—月正规循环率
第三章采煤工艺
第一节采煤工艺
一、采煤工序简述：
采煤工艺包括:
1、煤电钻打眼→吹洗炮眼→装药→爆破→打排接顶梁支护顶板及临时支护→人工攉煤→刮板出煤→打正规单体液压支柱支护→移刮板→回柱→支柱维修→采面安全及质量检查。
2、人工落煤→打排接顶梁支护顶板及临时支护→人工攉煤→刮板出煤→打正规单体液压支柱支护→移刮板→回柱→支柱维修→采面安全及质量检查。
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1.3m（根据现场采面煤层厚度进行及时调整，确保原煤质量），循环进度为1m。
三、落煤、装煤、运煤和顶板控制方式：
1、本工作面采用煤电钻打眼，爆破落煤，工作面煤通过刮板机运煤，经11103运输巷刮板机转经主井二部DTL80/15带式输送机转载至主斜井胶带输送机，经主斜井皮带机输送至地面。
2、本工作面采取三四控顶，见四回一，全部垮落法管理顶板。
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0.6m的煤层内，斜向顶板方向打眼，夹角为8°，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15°º，终孔位置距煤层顶板垂距100mm，炮眼间距均为1.2m。
2、放炮：
采面采用3号煤矿安全炸药和瞬发电雷管爆破，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。
放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中，并严格按爆破说明书规定进行装药
炮眼布布置图
3、爆破说明书，按工作面一个循环炸药和雷管消耗量，见表3-1：
表3-1一个循环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
62
1.4
0.15
9.3
62
串
联
低眼
62
1.4
0.15
9.3
62
合计
124
18.6
124
按工作面每次爆破10米的炸药和雷管消耗量，见表3-2：
表3-2每次爆破10米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
10
1.4
0.15
1.5
10
串
联
低眼
10
1.4
0.15
1.5
10
合计
20
3.0
20
五、工作面支护及采空区处理：
全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支柱前移自行垮落充填采空区。
各工艺方式：
1、落煤方式：
采用放炮落煤。
2、装煤方式：
采用人工攉煤配合工作面刮板机运煤。
3、运煤方式：
采面用一部刮板机，运输巷采用一部刮板输送机联合主井两部皮带输送机运煤。
4、支回方式：
采用单体液压支柱配合排接顶梁支护，人工支、回柱，见四回一，可根据实际情况灵活采用支护方式。
第二节运煤工艺
一、运煤方式
工作面采用爆破落煤，人工攉煤配合工作面刮板机运煤，经11103运输巷刮板运输机，经主斜井两部皮带机输送至地面。
二、移动刮板机工艺
工作面采用人工移动刮板机，推移步距为1m。
刮板弯曲度不得超过3～5°，推移工作面刮板时最小弯曲段不得小于15m，推移方向为自上而下或自下而上顺序。
三、刮板输送机运行安全技术措施
1、所有操作、检修人员必须经过培训，考试合格，取得操作资格证后，持证上岗，严格执行操作规程及岗位责任制。
2、操作顺序：
检查→发出信号试运转→检查出来问题→进行处理→正式启动→打开喷雾→正式运转→结束停机。
3、输送机司机必须在支护完好，顶板完整，安全可靠的地点操作，不准正对机头方向。
操作按钮、信号按钮必须悬挂，便于操作。
4、人员通过工作面机头、机尾时，必须和司机联系好后打点停车通过。
5、设备运转前，应认真检查设备各部螺丝、链接环、各传动装置确保正常，联结良好。
开机前先发出开车信号，确定人员离开机器转动部位，点动二次后，方可正式启动。
6、多台运输设备连续运行，应按逆煤流方向逐台启动，按顺煤流方向逐台停止。
输送机或转载机一般不得重载停车，严禁大块煤、矸通过刮板输送机，有大块煤、矸应停机进行处理。
7、在输送机正常运行时，机头正前方严禁有其他人员逗留或进行其他工作。
8、输送机需要反转时，应在机头、机尾、煤机处设专人看管，并清除可能进入底槽的煤及杂物。
9、工作面运输巷机尾的淤煤、杂物必须清理干净，并始终保留不低于1.0m宽的人行出口。
10、刮板输送机司机在工作中要集中精力，认真观察刮板输送机运转情况，出现故障时能正确判断，并协助电工排除；刮板输送机上有大矸石、木料等物件时要及时停刮板输送机处理。
11、刮板输送机运转应平稳，无异常响声和振动。
电机、减速器及各部件轴承温度不得超过70°C，否则要停机处理，不得超负荷启动或运转。
经常清扫机头、机尾附近及底溜槽露出的浮煤。
12、刮板输送机运行时，严禁清理转动部位的煤粉或用手调整刮板链，严禁人员从机头上部跨越。
13、刮板输送机运行中，大链出槽、漂链、有异响、刮板输送机槽拱起等异常现象时必须停机处理。
严禁用脚蹬、手扳或用撬棍别正在运行中的刮板链。
14、严禁人员蹬乘刮板输送机，用运输机运送物料及爆破物品。
15、刮板输送机头及开关附近20m内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理；工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止运转，撤出人员，进行处理。
16、运转中发现下列情况之一，必须立即发出停机信号停机，进行妥善处理：
①超负荷运转，发生闷车时。
②刮板链出槽，漂链，掉链，跳齿时。
③溜槽背拉开或者被提起时
④电气、机械部件温度超限或运转声音不正常时。
⑤液力耦合器的易容塞熔化或油（液）喷出时。
⑥发现大木料、金属支柱、顶梁、竹笆、大块煤矸等异物时。
⑦运输巷转载机或下台刮板输送机停止时。
⑧信号不明或发现有人在刮板输送机上时。
17、紧链、掐链工作：
（1）严格按照紧、掐链顺序进行工作。
人员躲开链条的受力方向。
（2）紧链时，必须用紧链器进行紧、掐链，严禁用单体液压支柱或其他物体进行紧、掐链。
（3）紧链时，输送机上无浮煤、矸，无杂物，无关人员要远避链条。
（4）紧链前应认真检查紧链装置，如止链楔、刹车器的完好情况，否则不得进行紧链工作。
（5）紧链程序：
①将调整链运行到机头3m左右停机。
②将止楔链固定在机头第四节溜子上。
③反转输送机，停止链楔楔紧输送机刮板，这时一人点动电机，一人紧握刹车器，待紧到合适位置，拧紧刹车器，严禁松动，严禁操作刮板输送机。
④待紧、掐链完毕，松刹车器，输送机恢复到正转位置。
点动输送机，取下止链器，正常转动。
18、检修时必须停止运转，开关停电闭锁，将工作地点及附近危岩悬矸找掉，支护好煤帮、顶板。
每班工作结束后或刮板输送机司机离开刮板输送机时，必须切断电源，闭锁控制开关，挂上停电牌。
表3-3同煤层矿压观测表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取（米）
1
顶底板
条件
老顶厚度
m
20米以上
20
直接顶厚度
m
2.73～6.70
4.5
直接底厚度
m
24～29
25
2
直接顶初次垮落步距
m
7～10
8
老顶初次跨落步距
m
3
初次来压
来压步距
m
最大平均支护强度
kN/m2
272
272
最大平均顶底板移近量
mm
339
339
来压显现程度
不明显
不明显
4
周期来压
来压步距
m
最大平均支护强度
kN/m2
272
272
最大平均顶底板移近量
mm
102.7
102.7
来压显现程度
不明显
不明显
5
平时
最大平均支护强度
kN/m2
262
262
最大平均顶底板移近量
mm
75.5
75.5
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
巷道超前影响范围
m
20
20
第三节支护工艺
一、支护设计
根据矿压观测及邻近煤矿采煤工作面的实际采动观测资料，初次来压步距35m，周期来压步距12～14m，工作面超前压力步距20m。
采用类比法设计如下。
1、根据本矿同煤层矿压观测数据，预测本工作面矿压参数。
同煤层矿压观测数据如表3-3所示。
2、确定支护强度
①采用经验公式计算：
Ｐt＝6×g×h×r
＝6×9.81×1.84×2.5
＝270.8（kN／m2）
h—采高r—顶板岩石重量吨/立方米（一般取2.5），
P=（4-8）
工作面顶板压力为采高4-8倍上覆岩层的重量，取6倍。
②根据经验公式算出的支护强度及同煤层矿压观测表中实测最大平均支护强度，选择272kN／m2作为为工作面合理支护强度。
3、支柱实际支撑能力计算
Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R
=0.99×0.95×0.9×0.95×0.9×300
=217.1（kN）
式中:
kg—工作系数，取0.99
kz—增阻系数，取0.95
kb—不均匀系数，取0.9
kh—采高系数取0.95
ka—倾角系数，取0.9
R—支柱额定工作阻力
支柱阻力影响系数如表3-4所示。
4、工作面合理的支护密度计算：
ｎ＝Ｐｔ／Rｔ
=272/217.1
=1.253（根／m２）
5、工作面排距（b）为1.2m，则柱距为：
a=（N×S）/（N×b+F）
=0.638m
式中：
N—工作面支柱排数，取4
S—每根支柱的支护面积，取1/1.253㎡
F—端面距，取0.2m
故确定柱距为0.61m，支柱间净间距0.5m,符合《规程》规定。
6、选择合理的控顶距
采用三四排控顶，用排接顶梁支护时，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m。
表3-4支柱阻力影响系数表
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.50
增阻系数kz
0.95
0.85
0.70
不均匀系数kb
0.90
0.80
0.70
采高系数kh
＜1.4m
1.5～2.2m
1.5m
1.0
0.95
0.95
倾角系数ka
＜10°
11～25°
26～45°
1.0
0.95
0.90
7、柱鞋的选择：
根据公式qm=pm／sT
=300×103／120×10-4
=25MPa
式中:
qm—支柱达到的最大支撑能力时对底板产生的比压。
pm—支柱最大支撑能力取300（kN）
sT—支柱底座面积120cm2
经计算得qm＞qz灰D层煤底板的底板容许比压取8.3MP。
所以由于11101工作面底板为铝土泥岩，需要采取穿鞋措施。
当
根据公式s鞋=pm／qz泥
=25×103／8.3×106
=0.03m2
D=2（s铁／3.14）1／2
=0.196m
故选用直径不小于0.2m的柱鞋满足要求。
8、支护材料的设计选取
（1）工作面支柱规格的选取
在最大采高时支柱架设的最大高度
Hmax=Mmax-b+e+c
=3.0-0.096+0.1+0.15
=3.154m
在最小采高时支柱架设的最小高度
Hmin=Mmin-s-b-a+c
=1.25-0.209-0.096-0.05+0.15
=1.045m
式中：
Hmax—支柱架设最大高度
Hmin—支柱架设最小高度
Mmax—工作面最大采高，2.09m
Mmin—工作面最小采高，1.25m
b—顶梁高度，0.096m
e—为避免支柱在完全抽出状态下而留的活柱富余行程取0.1m
c—伪顶或软底板厚度，本煤层底板为泥岩，平均厚0.15m泥岩下为坚硬的石灰岩
s—顶板在最大控顶距处平均最大下沉量，按采高≤100mm/m,0.209m
a—安全阀安全卸载高度，0.05m
在采高变化在1.4～1.8m时，支柱架设的高度范围，通过计算在1.46m～2.0m之间。
因此通过查表可选用DW20-30/100型单体液压支柱能满足工作面的支护要求。
工作面煤层局部增厚处，可采用DW25-30/100型单体液压支柱，在使用单体液压支柱的过程中，及时根据工作面高度的变化，选用相应高度的支柱，严禁超高架设支柱。
单体液压支柱架设最大高度应小于支柱设计最大高度0.10m，最小高度应大于支柱设计最小高度0.20m。
单体液压支柱技术特征如表3-5所表。
（2）选取顶梁的型号规格：
工作面采用HDJA—1200型金属铰接顶梁，工作面上下端头均采用
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