1101回采作业规程12.docx
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1101回采作业规程12
邻水县福兴煤业有限公司
统一编号[2014]01号
一采区1101采煤工作面
作
业
规
程
批准日期：
二0一四年一月一日
作业规程审批栏
审批部门
签字
签字日期
签字说明
矿长
技术负责人
安全矿长
机电矿长
生产矿长
生技科
安全科
通风科
机电运输科
防突办
施工队
调度室
会审意见：
目录
第一章概况-4-
第一节编制依据-4-
第二节工作面位置及井上下关系-4-
第三节煤（岩）层赋存特征-4-
第四节水文地质-5-
第五节工作面参数及煤层情况-5-
第六节煤层顶底板-6-
第七节影响回采的其它因素-7-
第八节储量及服务年限-7-
第二章采煤方法-7-
第一节巷道布置-7-
第二节采煤方法及采煤工艺-8-
第三节设备配置12
第三章顶板控制12
第一节顶板支护设计12
第二节工作面顶板控制13
第三节运输巷、回风巷及端头顶板支护14
第四章生产系统15
第一节运输15
第二节“一通三防”与安全监控15
第三节排水21
第四节供电21
第五节照明、通信和信号21
第六节工程质量及文明生产22
第五章劳动组织及主要技术经济指标22
第一节劳动组织22
第二节循环作业23
第三节主要技术经济指标24
第六章煤质管理24
第七章安全技术措施25
第一节一般规定25
第二节采煤及顶板管理29
第三节爆破34
第四节防治水37
第五节“一通三防”及安全监控38
第六节防治煤与瓦斯突出措施44
第七节其他47
第八章灾害应急措施及避灾路线52
第一章概况
第一节编制依据
一、<煤矿安全规程>、<煤矿岗位技术操作规程>；
二、扩建工程初步设计；
三、批准的采煤工作面地质说明书；
四、其它依据。
《四川省煤矿安全管理标准化》；
第二节工作面位置及井上下关系
水平名称
+310m水平
工作面名称
1101采煤工作面
地面标高
+525～+950m
井下标高
+310～+383m
地面相对位置
地表位于我矿风井以上一带，属典型的山坡地形。
无地面建筑，巷道距地面较深，不会对地面造成影响。
井下相对位置及四邻关系
工作面位于+310m水平一石门北，南以运输上山、北以井田为界；上是+383m水平煤层巷道，下是1102准备工作面。
走向长度（m）
695
倾斜长度（m）
60
面积（m2）
41700
第三节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）岩产状、厚度、结构及坚固性系数
本区煤（岩）层地处华蓥山复式背斜东翼，为向南东倾斜的单斜构造，产状稳定，煤（岩）层厚度变化不大，走向为NE～SW走向，倾向为NE115°，倾角85°。
矿区为二叠系龙潭组含煤岩系（P1L），按岩性和含煤特征分五个岩性段，其中龙潭组一段（P2L1）为含煤段，共含煤五层，由老至新编号为K0、K11、K12、K4、K6煤层,其中可采煤层为K11、K12号煤层。
其余为不可采煤层。
煤层顶、底板为泥岩、砂质泥岩、细砂岩。
从勘探钻孔及现有巷道揭露的煤层资料分析，矿区煤层赋存不稳定，煤层厚度及起伏变化大，属复杂结构煤层，K12煤层总厚度1～1.5m。
煤炭科学研究总院重庆研究院于2009年11月26日对本矿+250m水平煤层坚固系数测定南翼为0.3，+250m水平煤层坚固系数测定北翼为0.19，煤的破坏类型属于2类和3类。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数、瓦斯基础参数、冲击地压及地温情况
瓦斯
本矿为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为30.7m3/t绝对瓦斯涌出量为2.92m3/min.
煤尘爆炸指数
各煤层具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为30%-55%
自燃发火倾向性
自燃发火倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层。
自燃发火期大于12个月。
地温危害
无
瓦斯参数
+250m水平南翼瓦斯放散初速度为9mmHg。
北翼瓦斯放散初速度为16mmHg；
瓦斯压力0.95MPa,透气性系数为0.49m2/MPa2.d,钻孔瓦斯流量衰减系数0.033d-1,钻孔瓦斯流量1.568m3/d.100m,原始瓦斯含量6.09m3/t。
属于可以抽放的煤层。
第四节水文地质
一、采煤工作面区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水形式、补给关系、影响程度等。
地下水类型为层间裂隙水、岩溶水，含水岩组主要为茅口组、龙潭组、长兴组。
矿区内出露地层有二叠系下统（阳新统）、龙潭组、长兴组、飞仙关组等。
含水层与隔水层相间排列，彼此间无水力联系。
矿区为以大气降水为主要充水水源，裂隙及岩溶充水为主的矿床。
含水层距煤层30米以上，回采时对工作面影响程度较小。
二、巷道区域，分析相邻老巷、老空积水、构造导水等的影响程度。
回风巷之上是采空区，隔水煤柱15米，采空区积水通过自溢孔排出，巷道部份段有滴水现象。
所以，回采过程中，一定要随时观察顶板淋滴水情况，对出现异常时，应及时采取相应防范措施，严禁回采风巷以上的水平保护煤柱，以防止老空区积水涌入工作面，观察风巷煤帮，顶板滴水情况，出现异常时停止回采，制定防探水措施，以防止采空区积水涌入工作面。
第五节工作面参数及煤层情况
由于该矿+250m水平的煤层在一采区轨道上山下部车场附近向北K11和K12两层煤逐渐分开，层间距由薄增厚至5m多，K11煤层厚1.2m，K12煤层厚1.5m左右，这样的赋存条件走向长约700m，向南K11和K12两层煤合在一起，K11和K12两层煤合层之后煤层平均厚度在2.8m左右，这样的煤层赋存条件走向长约1100m，因此，根据该矿煤层赋存条件，在合层区域使用架宽为2m、在分层区域使用架宽为1.4m两种类型的“四边形”柔性掩护支架，采用9号矿用工字钢制做。
K
煤层下距K
煤层的层间距为0.77～5.63m，平均2.11m，局部合层。
合层区合并开采。
由于煤层倾角较大（65°～84°），按急倾斜煤层开采后造成的顶、底板岩层移动影响角计算，上层K
煤层开采后将破坏下层K
煤层，或者下层K
开采后将破坏上层K
煤层。
因此，当K
煤层与K
煤层分层且不能合并开采时，只能开采较厚的上层K
煤层，严禁上层K
煤层开采后继续开采下层K
煤层。
第六节煤层顶底板
区内无断裂构造存在，K
煤层老顶厚0.67～2.01m，平均1.16m，灰色中厚层状泥晶灰岩。
直接顶板厚5.53～15.44m，平均9.01m，以黑色泥岩为主，少数为砂质泥岩，据生产井调查，回采后顶板随回柱垮落，属Ⅰ～Ⅱ类、易冒落～中等冒落顶板。
经采样测试，老顶灰岩抗压强度为37.1～339.2MPa，内摩擦角61.52°；砂质泥岩抗压强度10.7～50.6MPa；抗拉强度4.8～10.7MPa；弹性模量Et为0.31×105MPa，Eso为0.62×105MPa。
直接底板以深灰、黑色泥岩为主，局部为砂质泥岩、岩屑砂岩。
据生产矿井资料，泥岩遇水膨胀，形成底鼓，给巷道维护管理带来一定困难。
经采样测试，泥岩抗压强度7.7～21.7MPa；砂质泥岩抗压强度7.3～13.4MPa，抗拉强度1MPa；岩屑砂岩抗压强度25.4～44.5MPa，弹性模量Et为0.09×105～0.35×105MPa，Eso为0.1×105～0.3×105MPa。
第七节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质因素情况表
其它因素
对回采工作面的影响
CH4
回采前，工作面进行了抽放，区域验证达到要求，
CO2
未见其他构造，二氧化碳涌出趋于正常
煤层爆炸指数
各煤层具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数为30%-55%
煤层自燃倾向性
自燃煤层
地温危害
18-20度，对开采无影响
冲击地压危害
无冲击地压危害
第八节储量及服务年限
一、工作面储量：
Z=L×J×h×K×R
=695m×75m×2.8m×0.93×1.5
=203600t
二、服务年限（月）：
a=Z÷T
=203600÷150000
=13.5个月
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
该采区为急倾斜煤层，采用区段轨道上山、运输上山、石门贯穿煤层，采区回风上山贯通整个采区，并与区段石门、+525总回风巷相联。
二、工作面运输巷
工作面运输巷为工作面行人、进风和运输之用，其主要参数：
长度695米，坡度3‰；断面5.7㎡，支护方式为正梯形金属支护，架距0.8米，上宽2.2米，下宽2.8米，高2.2米。
三、工作面回风巷道
工作面回风巷为工作面行人、回风之用，其主要参数：
长度695米，坡度3‰；断面5.7㎡，支护方式为正梯形金属支护，架距0.8米，上宽2.2米，下宽2.8米，高2.2米。
四、溜煤眼
沿工作面走向中--中6米布置，贯通工作面，主要为工作面溜煤之用，结束后改为行人，运材料之用，其主要参数为：
长5米，净断面1.0㎡，施工断面宽1.0米，高1.0米，采用密盘支护，四周用煤炭充填结实，密盘料采用¢14厘米半园木，长1.2米，两头加工成缺口。
第二节采煤方法及采煤工艺
一、采煤方法
根据一采区煤层赋存条件、地质构造,结合我矿具体情况和开采技术条件，回采工作面布置进风巷（运输巷）、回风巷，进回风巷均布置在煤层中，在回采工作面运输巷上方沿走向每隔6米布置回采工作面超前小眼（溜煤眼）。
回采工作面轨道运输巷，作为下区段回采工作面的回风巷。
进风巷断面5.7m2，回风巷断面5.7m2，采用11#工钢梯形支护，其支护间距0.8m。
确定本工作面采煤方法为：
伪倾斜四边形柔性掩护支架采煤法，工作面伪倾角35度。
工作面煤层平均厚度2.8米，最小厚度2.7米，最大厚度3.0米，结合掩护支架采高不变的特点，尽可能减少破岩量，选用9#矿工字钢制成2.0米四边形掩护支架，确定采高2.0米。
二、采煤工艺
安全检查→拆溜槽→刮覆煤→检查瓦斯→打眼→检查瓦斯→装药→连小线→检查瓦斯→撤人、连母线→放炮→检查瓦斯→攉煤、安溜槽→处理顶底煤→打立柱、落架→处理支架→收工检查
（一）落煤方式：
落煤工艺为风煤钻打眼放炮落煤，全部冒落法管理顶板，从上向下回采。
工作面收尾及遇特殊情况时另行编制补充安全技术措施。
（二）、装煤方式：
工作面采用铺设矿用胶溜槽自溜到运输巷转载机内。
（三）、运输方式：
采用转载机与皮带运输机运到采区煤仓，经运输上山安装的大倾角皮带运输机到+383m水平煤仓，然后装矿车用机车运出至地面煤仓
（四）爆破作业
1、爆破条件：
炮眼角度、打眼方式，循环进度，炸药的种类，雷管的型号及段数，炮眼利用率，炸药、雷管消耗量等。
1）、打眼方式：
整个工作面设置2处打眼，将工作面分成2段，打眼完毕后再分段装药，分段放炮。
严禁平行作业，每处配备1台风煤钻，2～3人协同作业。
2）、炮眼利用率：
90%。
3）、循环进度：
0.8米。
4）、装药结构：
正向。
5）、联线方式：
串联。
6）、起爆方式：
一组装药一次启爆。
7）、炸药、雷管消耗量：
每个眼装1节药，一个雷管，打土眼装2节药。
8）、炸药种类：
炸药为三号煤乳炸药；雷管为毫秒延期电雷管，1—5段。
2、爆破说明表：
附后
3、在有瓦斯或煤尘爆炸危险的采煤工作面，采取的安全措施。
1）、瓦斯管理按煤矿制定的瓦斯管理规章制度执行。
2）、运输巷和回风巷供水管每隔100米设三通闸门配胶管。
3）、风巷煤壁20米内，下煤眼，皮带机头，转载点分别设防尘水幕。
4）、专人定期清扫机风巷，设备上浮煤尘。
5）、工作面出煤时，在风巷煤壁用胶管向煤炭放水消尘。
6）、爆破中，必须按规定每眼装水炮泥，并封实填满。
4、放炮警戒：
放炮前，放炮员必须发出口哨和呐喊声，再等5秒后启爆。
启爆地点：
1）、在运输巷进风侧，爆破点距启爆点150米，压风自救袋旁；
2）、工作面上段启爆可在回风石门风门外进风侧。
警戒地点：
警戒人由班长亲自布置和撤回。
当运输巷启炮距离小于150米时（爆破点与启爆点距离）在进风石门内。
1）、启爆点。
2）、风巷回风石门风门外，
3）、运输巷风门外。
爆破说明表
炮眼名称
炮眼编号
眼深（m）
眼距（m）
封泥长度（m）
水炮泥数（个）
炮眼角度（°）
装药量
雷管段数
雷管数量
爆破顺序
联线方式
水平
垂直
眼数（个）
眼装药量（块）
总装药量（条）
总装药量（kg）
左
右
仰
零
俯
顶眼
1，3…179
0.9
1.2
0.2
1
90
1
90
13.5
1
90
串
底眼
2，4…180
0.9
1.2
0.2
1
90
1
90
13.5
2
90
串
第三节设备配置
工作面设备配置表
名称
规格
单位
数量
备注
浮化泵站
BRW40/20-XR40/6.3
台
2
皮运机
DTL
台
1
回柱绞车
JH-8
台
1
回柱用
风煤钻
ZQS-2.2/2.0
台
3
备用一台
放炮器
MFB-200
台
1
葫芦
5
个
1
第三章顶板控制
第一节顶板支护设计
一、采煤工作面的支护设计
工作面采用9#矿用工字钢（强度370MPa）制成2.0米“四边形”掩护支架，该支架使工作面与采空区隔开，维护作业空间。
掩护支架用4根φ28mm的钢丝绳，钢绳型号6×19+FC,抗拉强度1670N/mm2,最小钢丝破断拉力总和492.5KN,钢丝绳最小破断拉力445KN，支架间加木垫板保持间距40～50mm，木垫板4块分别放入两块支架间，规格分别为长×宽×厚400×120×50mm两块，500×120×50mm一块，600×120×50mm一块，使用螺栓（16×70mm）将压板（100×40×8mm）压在钢绳与支架上将其连接，螺栓必须拧紧，形成柔性掩护的钢铁长城，以支护作业空间。
风巷铺设的支架两脚连线必须垂直顶板并有3～5°仰角，支架背上用笆片背好并有0.8米的煤矸垫层，钢丝绳做成毎段长度为20～25米，钢丝绳的搭接长度不少于5米，搭接段的绳卡不少于6个。
支架摆设工作必须严格按《操作规程》执行。
工作面上拐点不得出现“硬拐点”，防止支架起拱，工作面伪斜角度为30度。
工作面用DW系列1.6米长的单体液压支柱控调架，工作面单体间距2～2.5米，尾架段支架落平点至拆架点，控架支柱间距1.0～1.5米。
二、支护设备配套设备型号及有关要求
1、支柱DW-2.5、DW-1.6m。
2、钢丝绳¢28mm、长20～25米，要求不断丝，封口要好。
3、掩护支架是9#工字钢制成的四边形2.0米支架，要求不出现裂缝，焊口完好
4、单体防滑倒：
用小钢绳1.0米长，一头系在单体把手上，另一头加工成圈导在附近压板上，要求拉直，牢固。
三、工作面上下巷掩架长度：
1、工作面上出口掩架铺设长度，掩架头距煤壁10～15米。
2、工作面尾架长度，溜煤眼距尾架末保持三个眼位置（一个溜煤眼，一个行人眼，一个材料眼）10～15米。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
1、支架间距60～70mm，支架间用4根¢28mm的钢丝绳连接。
2、支架落平（下拐点）附近和尾架段，控架支柱间距1.5米，上平巷安设掩架段2.0米打一根控架柱，工作面控架支柱间距2.5米，溜煤眼、行人眼、材料眼上口空顶区，采用一梁两柱支护。
二、正常工作时期顶板特殊支护方式
顶板破碎及顶板来压，工作面控架支柱间距1.2m
三、回柱放顶（分段回柱时分段处的回柱放顶要求）：
全部垮落法管理采空区，不需进行放顶工作。
四、平行作业的安全距离及有关要求
1、工作面内打眼与装药平行作业时，间距不小于5.0米，中间用隔板间隔开。
2、工作面铺架与攉煤时，与调架立柱可平行作业。
3、爆破作业时，所有工序必须停止作业，所有人员都必须撤出警戒线外。
4、攉煤点下方、铺架下方、调架工作点下方，不准有其他工序平行作业。
五、特殊时期的顶板控制
1、工作面初采及初次来压的顶板控制：
工作面伪斜正常推进，不成在初采和初次来压。
2、过断层及顶板破碎时的顶板控制：
缩小一次爆破长度，缩小控架支柱间距。
3、应力集中区的顶板控制：
风巷、机巷上下出口超前支护段，保持支护齐全有效。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板支护
一、工作面运输巷、回风巷超前支护
工作面机巷从煤壁开始0～10米为双排支护，10～20米为单排支护；风巷从煤壁开始0～10米由掩架代替，10～20米为单排支护。
支柱为DW-2500型单体液压支柱，要求打在横梁下或两梁中间，距底板0.2米，成直线，把手方向朝向与走向一致。
二、工作面上下端安全出口的支护、管理
1、支护形式：
风巷上出口掩架端头后方最多留3架2空（1.5m），回撤金支后用矿笆排柴将采空区矸石隔开，防止窜矸；下出口溜煤眼、行人眼、材料眼盘料支护齐全，可靠有效。
2、质量要求：
按煤矿质量安全标准化进行考核。
3、与其它工序间的衔接关系：
爆破作业时，所有作业人员必须停止工作，撤到警戒线以处的安全地点待避。
三、支护材料的使用数量和存放管理
风巷备用掩架50匹，备用DW-2500型单体液压支柱15根，所有材料堆放整齐，挂牌管理。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
1、运煤设备及装载方式：
工作面煤炭经过人工刨通过溜槽滑到溜煤眼，溜煤眼阻挡后进入机巷可伸缩皮带运输机，通过转载机转载入石门煤仓，然后通过大倾角皮带转载到+383m水平煤仓，通过机车运出地面。
2、辅助运输设备及运输方式：
地面坑木房加工的盘料，机车转运在+310水平，经提升运到运输巷堆码，掘溜煤眼扎盘用。
二、移皮带运输机的方式：
随工作面回采推进，及时回缩皮运机，当工作面溜煤眼到皮运机机头时，拆皮运机重新安装可伸缩皮带机。
三、运煤路线：
工作面→下煤眼→机巷→石门→煤仓→383大巷装车→地面煤仓
四、辅助运输路线：
地面坑木房→383m井口→轨道上山→310m二石门
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
通风方式，工作面采用U型上行通风方式。
通风设施，在风巷回风石门口以南设两道切断风门，进风侧切断风门，回风侧防突风门，切断风门设联锁装置。
（一）风量计算：
1、按瓦斯涌出量计算：
Q采=100×q瓦×K采
=100×1.1×2.0
=220m3/min
式中:
q瓦—回采工作面瓦斯的绝对涌出量,取q瓦=1.1m3/min
K采—回采工作面瓦斯涌出不均匀通风备用（系数）取K采=2.0
2、按工作面温度计算：
Q采=60×U采×S采
=60×1.5×2
=180m3/min
式中:
U采—回采工作面风速,取U采=1.5m/s
S采—回采工作面平均断面,取S采=2㎡
3、按炸药量计算：
Q采=25A=25×12=300m3/min
式中：
25—1kg炸药爆炸后需要供给的风量m3/（min.kg）
A—回采工作面一次爆破的最大炸药量，取A=12kg
4、按回采工作面同时工作最多数计算：
Q采=4N=4×19=126m3/min
式中：
4—每人每分钟的供风量，取4m3/min
N—回采工作面同时工作的最多人数，取N=19人
5、按风速验算：
按最低风速验算：
Q采=15×S采
=15×2
Q=30m3/min
按最高风速验算：
Q采=240×S采
=240×2
=480m3/min
6、溜煤小眼的局部通风机选型及风量确定：
（1）、风机选型：
选用FBDNO:
5/2×5.5型局部通风机，风筒¢400mm抗静电阻燃风筒。
Q掘=25A=25×2.0=50m3/min
式中：
25—1kg炸药爆炸后需要供给的风量m3/（min.kg）
A—回采工作面溜煤小眼一次爆破的最大炸药量，取A=2.0kg。
（2）、风量确定：
风量计算结果确定为50m3/min，FBDNO:
5/2×5.5型局部通风机出口风量实测为80m3/min，溜煤眼长6.0米，故直接使用能满足安全生产需要。
（3）、上述风量计算结果是施工溜煤眼最大风量，其风量小于工作面风量，可以不考虑掘送溜煤眼过程中风量（溜煤眼掘进时，回采工作面停止作业）。
7、确定工作面实际需要风量：
根据上述风量计算，取其中最大值，采用分次爆破，故工作面取定风量为300m3/min。
根据工作面净断面为2m2，进回风巷断面5.7m2，进风巷风速度为0.87m/s，工作面最大风速2.50m/s，符合《煤矿安全规程》规定，因此工作面配风300m3/min。
放炮后或遇构造变化应加大风量，适时降低瓦斯浓度。
（二）、通风路线：
新风：
383主平硐→+383运输大巷→一采区轨道上山→1101采煤工作面底板抽放巷→+310二石门→1101采煤工作面运输机巷→回采工作面
污风：
回采工作面→110采煤工作面回风巷→回风石门→回风上山→+525回风岩巷→主要通风机
二、瓦斯防治
1、瓦斯抽采：
本工作面已顺层抽放，经检测瓦斯残存压力小于0.74MPa,瓦斯相对涌出量小于8m3/min，以后回采时继续抽放。
2、工作面上隅角、容易发生瓦斯积聚的瓦斯防治和处理方法：
当工作面上隅角瓦斯深度达到1.0%时，加大工作面供风量或采取用挡风帘方式引导风流稀释上隅角瓦斯的措施。
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%，必须立即停止工作，切断电源，并由跟班队长组织人员撤出至新风流中，采取加大工作面风量措施，降低瓦斯浓度，进行处理。
工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳浓度达到1.5%，必须停止用风煤钻打眼，爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0%，严禁爆破。
工作面及其他地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统：
+383m水池→行人暗斜井→1101采煤工作面底板抽放巷→1101采煤工作面运输巷
（二）综合防尘措施：
专人定期清扫煤壁巷帮设备上浮尘，机风巷每隔50米设三通闸门。
风巷距煤壁30米内、机巷距煤壁10米内、溜煤眼上口、皮带机头设一组防尘喷雾装置。
（三）喷雾和洒水防尘点的设置及有关要求：
工作面安设的防尘洒水装置必须按规定设置，当位置达不到要求时，要及时移设。
静化水幕必须全面覆盖巷道，要有足够的水压。
（四）隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施：
在机风巷距煤壁40～25米各安设一组隔阻爆水袋，
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