新寨煤矿111703炮采工作面作业规程.docx
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新寨煤矿111703炮采工作面作业规程
富源县老厂镇新寨煤矿
回采工作面
作业规程
（编号：
XZ2013-09-10）
工作点名称：
111703炮采工作面
编制人：
刘林
总工程师：
矿长：
施工队：
编制日期：
2013年09月10日
执行日期：
年月日
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6
第四节地质构造6
第五节水文地质6
第六节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况7
第二章采煤方法7
第一节巷道布置7
第二节采煤工艺9
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15
第三节运输巷、回风巷及安全出口（特殊）支护17
第四节矿山压力监测20
第四章生产系统21
第一节运输系统21
第二节“一通三防”与安全监控22
第三节压风供液26
第四节排水27
第五节供电28
第六节通信、照明和人员定位系统28
第五章劳动组织及主要经济技术指标29
第一节劳动组织29
第二节作业循环30
第二节主要技术经济指标31
第六章质量管理32
第一节工程质量管理32
第二节煤质管理37
第七章安全技术措施38
第一节一般安全规定38
第二节顶板40
第三节防治水42
第四节爆破43
第五节“一通三防”与安全监控47
第六节机电运输安全技术措施49
第七节其它说明52
第八章灾害应急措施及避灾路线54
第一章概况
第一节编写依据
1、《煤矿安全规程》
2、《煤矿安全操作规程》
3、《煤矿防治水规定》
4、《防治煤与瓦斯突出规定》
5、《煤矿安全质量标准化标准》
6、《老厂镇新寨煤矿开采初步设计》
7、《老厂镇新寨煤矿安全专篇》
8、其它有关煤矿安全生产的规定。
第二节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置与范围：
111703工作面（炮采区段）位于井田的南翼边界，南至井田边界，北至集中运输巷。
工作面运输巷标高为：
+2050m，回风巷标高：
＋2070m，总垂高为30m。
工作面走向长度为85米，倾向平均长度为76m，平均煤厚1.2m，平均坡度23°。
111703工作面（炮采区段）下部为矿井开采的C15煤回采工作面采空区，南部为井田边界、下部未布置工作面。
工作面对应地面标高：
+2100～+2180m，工作面与地表垂高在115m左右，地表为山地和丘陵，无建筑物及耕地。
工作面参数：
111703炮采工作面
走向长（m）
85
倾斜长（m）
76
煤层平均倾角（度）
23°
煤层平均厚度（m）
1.2
12#煤层煤容重（t/m3）
1.45
含煤面积（m2）
8874
工业储量（万吨）
1.6
可采储量（万吨）
1.5
回收率（％）
85
可采期（月）
4.2
煤层名称
12#煤层
水平名称
一水平
工作面名称
111703炮采工作面
地面标高（m）
+2100～+2180m
回风巷
标高（m）
+2070
运输巷
标高（m）
+2050
地面位置
工作面与地表垂高在115m左右，地表为山地和丘陵，无建筑物及耕地。
井下位置及四邻采掘情况
111703工作面（炮采区段）下部为矿井开采的C15煤回采工作面采空区，南部为井田边界、下部未布置工作面。
回采对地面设施影响
对地面设施基本无影响
走向长度（m）
85
可采走向长度（m）
85
倾斜长度（m）
76
面积（m2）
8874
可采面积（m2）
8752
工作面位置及井上下关系表
第三节煤层
C12煤层赋存于龙潭组第三段（P2l3）下部，下距C13煤层1.17～15.60m，平均6.54m。
煤层厚度0.09～2.60m，平均0.80m。
属简单结构煤层，无夹矸或仅有一层薄夹矸者占86%，个别点夹矸总厚0.50m，多出于煤层中下部。
矿区内属局部可采的中厚煤层。
顶底板均为灰色泥质粉砂岩夹粘土岩，稳固性较差。
第四节地质构造
根据该工作面风、机巷已揭露的情况分析，该工作面整体属单斜构造，煤层平均坡度23°左右；煤层地质构造简单，在风、机巷掘进过程中遇到了小型断层、小型褶曲,但对工作面进行炮采无影响。
第五节水文地质
煤层顶板砂岩含水层，煤顶板60m范围内所含砂岩裂隙含水层组岩性为中粒砂岩，共发育3-9层，累计厚度为22m左右。
砂岩致密坚硬，裂隙不发育且多被方解石脉充填，主要以顶板淋水形式矿坑充水。
该含水层补给条件差富水性较弱。
该区域水文地质类型较简单，工作点涌水量预计为：
正常涌水量为3m3/h，最大涌水量为5m3/h。
第六节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况
影响掘进的其它地质情况
瓦斯
根据2007年的瓦斯等级鉴定，矿井2007年度绝对瓦斯涌出量为0.33m3/min，相对瓦斯涌出量为3.22m3/t。
属于低瓦斯矿井。
煤层不自燃，煤尘有爆炸危险性。
煤尘
飞扬一般，无爆炸危险性
煤的自燃
煤层无自燃倾向
地温
地温正常，无热害影响
地压
无冲击地压现象，地压正常
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
111703回风巷与C15煤回风巷相连，111703机运巷经111703运输平巷与集中运输巷相连，形成独立的通风运输系统。
二、工作面运输巷、回风巷规格及用途
工作面运输巷与回风巷均采用矿用11#工字钢梯形支护，均为新掘进巷道，无巷道变形，巷道净断面面积：
4.8m2，运输巷用途为行人，通风，运输；回风巷用途为回风，行人，运料。
工作面切眼采用矿用11#工字钢梯形支护，全长76m，净断面面积：
4.6m2，用途为溜煤，行人，通风。
三、工作面运输巷、回风巷、切眼断面图
运输、回风巷断面图
切眼断面图
第二节采煤工艺
一、采煤工序简述：
采煤工艺包括:
电煤钻打眼、铺设溜槽、爆破落煤、人工扒煤开溜、人工支护和回柱放顶等工序。
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1.6m，循环进度为2.4m。
三、落煤、装煤、运煤和顶板控制方式：
1、本工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，工作面煤通过溜槽板溜至111703机巷铺设的溜子中，由溜子运到第二部溜槽板溜至111703运输平巷，由电机车拉运送到地面煤场。
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8º，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15º，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
60
1.4
0.15
9
60
串
联
底眼
60
1.4
0.15
9
60
合计
120
18
120
按每次爆破10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
连线
方式
炸药（kg）
雷管（发）
顶眼
9
1.4
0.15
1.35
9
串
联
底眼
9
1.4
0.15
1.35
9
合计
18
2.7
18
五、工作面支护及采空区处理：
全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填采空区。
六、工作面正规循环生产能力计算：
根据：
Q循=L×L循×m×r×c=76×2.4×1.6×1.45×0.85=359（t）
式中L——工作面平均斜长
L循——循环进度2.4m
m——平均采高1.6m
r——三煤容重1.45T/m3
c——工作面回采率85%
月产量：
Q月=Q循×30×90%=359×30×90%=8616T
式中：
30：
一个月天数，取30天
80%：
月循环率
第三节设备配置
一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量
设备名称
规格型号
单位
数量
备注
回柱绞车
JH-14
台
2
一台使用、一台备用
乳化液压泵
RBW—80/20
台
2
一台使用、一台备用
乳化厢
XRXTA
台
1
煤电钻
ZM25T
台
4
运、回风巷各两台
煤电钻综保器
ZBZ—4.0Z
台
2
运、回风巷各一台
卸载把手
把
12
掏扒
把
15
刮板输送机
SGB—30
台
2
注液枪
把
12
液压单体支柱
DW20和DW25
根
600
工作面及超前支护
铰接顶梁
DJB-1200
根
400
工作面及超前支护
长π梁
DFB-7#3600mm
根
16
上、下安全出口
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、支护设备选型：
1、工作面基本支护选型：
根据本工作面的地质条件和矿井技术条件：
本工作面基本支护采用HDJA-1200铰接梁配DW系列单体正悬臂支护，悬臂长度为0.8m，一梁一柱，梁间互铰。
2、工作面支架布置形式：
根据本工作面的地质条件，采取正悬臂齐梁齐柱走向棚布置。
3、工作面上、下出口支护：
单体配π型梁支护，梁长3.6m，一梁三柱，“四对八梁”交替迈步前进。
二、工作面支护设计：
1、根据经验公式计算工作面合理支护强度：
Pt=9.81hγk=9.81×1.6×2.5×6=235（KN/m2）
式中：
Pt—工作面合理支护强度，KN/m2。
h—工作面采高，m。
γ—顶板岩石比重，一般取2.5t/m3。
K—取6。
2、支柱实际支撑能力计算：
Rt=RK=250×0.85=210（KN）
式中：
Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。
R—支柱额定工作阻力KN。
K—支柱阻力影响系数，一般取0.85。
3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度：
N=Pt/Rt=235/210=1.119（根/m2）
式中：
N—支柱密度，根/m2。
Pt—工作面合理支护密度，KN/m2。
Rt—支柱实际支撑能力，KN/根。
4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作的支护柱距：
L柱=N/（i×L排）=1.119／（2×1.2）=0.466m
式中：
L柱—工作面支柱柱距,m；
N—工作面顶板压力要求的支护密度（根/m2）；
i—工作面控顶距基本柱的排数；
L排-工作面支护排距；
5、根据实际情况，确定排距为1200mm、柱距为0.46mm，则工作面最大控顶距为4.8m。
经计算工作面需单体600根，则支护密度600/（76×4.8）=1.645KN/m2，因实际支护密度1.645>理论支护密度1.119KN/m2，所以确定排距为1200mm、柱距为470mm满足支护要求。
表3-1支柱技术参数
型号
工作阻力（KN）
支护强度（KN／m²）
支撑高度
（m）
自重（t）
DW
210
235
1.6
0.12
三、乳化泵站设计：
在地面液压泵房安设2台乳化泵，一台使用，另一台备用,一台水箱，供采面的支护和推溜用。
泵站→111703采面采用直径38mm无缝钢管供液，采面用Ф25mm无缝钢管连接，每隔10m串连一个液压阀。
液压泵压力≥18Mpa,浮化液浓度3～5％。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方式、支柱支设要求和放顶要求：
1、控顶方式：
采用全部陷落法管理顶板，密集切顶，四、三控顶，见四回一，工作面最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m，放顶步距1.2m。
2、支柱支设要求：
（1）、必须挂线支柱、所有支柱成排、成行、整齐。
（2）、支柱必须架设牢固，迎山有劲，迎山角2～3度，支柱初撑力不得低于90KN，测压计测定不得少于13Mpa。
（3）、铰接梁必须相互铰接，当顶板不平整时，必须用木块垫平，保证顶梁平稳。
（4）、严禁不同性能，不同类型的支柱混用。
（5）、严禁使用损坏、变形或自动卸压的支柱。
（6）、所有液压支柱的手把朝工作面上方，三用阀朝采向工作面下方。
（7）、支柱必须支在实底上，柱窝深度不小于200mm，当底板岩石松软时或不能见顶见底时，必须穿好木鞋。
3、放顶要求：
（1）、回柱放顶前，必须超前5米沿切顶线一码打好密集支柱，并每隔5m留一宽度为0.5m以上的安全出口。
（2）、回柱放顶前，必须挂好挡矸帘。
（3）、回柱放顶前，放顶地点上、下20m范围内必须加固。
（4）、回柱放顶工作必须由有丰富放顶经验的大工担任，回柱放顶工作由三人同时进行，一人观察顶板，一人负责挂钩、拔顶，另一负责操作回柱器。
（5）、回柱放顶时，放顶工必须站在放顶地点的上方，同时必须考虑到自己的退路，放顶地点下20m范围内严禁人员休息或作业。
（6）、遇到难回的支柱时，可用木支柱替放的方法回出，并先支后回，严禁锤打斧敲强行回柱。
（7）、所有回出的支柱必须整齐打在切顶线一码上，严禁乱堆乱放。
第三节运输巷、回风巷及安全出口（特殊）支护
一、两巷超前支护：
回风巷、运输巷距煤壁20米范围内应采取超前加固，距上、下出口10米范围内，均应采用单体配铰接梁，一梁一柱抬双边楼进行加固。
机巷上侧，风巷下侧20米范围内的抬单楼加固。
二、上、下出口支护：
上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架，四对八梁，以单体配3.6m长的“π”型钢梁走向棚支护，两梁为一对，间距不大于100mm，每对间距为600mm，每梁不少于四个单体支柱，每组交替迈步前移，且上下出口必须超前工作面一码。
支护方式及规格见工作面支护管理图。
三、上、下安全出口：
工作面上、下出口必须保证长2.0米、宽3.6米、高度视煤厚而定：
当煤层厚度小于2米时必须见顶见底，但必须保证高度最矮不小于1.5。
四对八梁距风、机支架宽度最大不超过200mm。
四、基本支护材料和备用材料：
１、工作面基本支护材料：
1.2～2.5ｍ单体700根，1.2m铰接梁400根。
2、在回风巷距上出口30～50ｍ处必须经常有如下备用材料：
单体液压支柱（1.2m～2.5m）
50根
φ14cm～φ16cm圆木（1.6m～3m）
20根
铰接梁（1.2m）
30根
竹搭子、挡矸帘
各20捆
２米长的开块
20块
荆条
20捆
五、工作面支护管理图如下：
111703炮采工作面支护示意图
第四节矿山压力监测
采面配备有两台KY-82型的顶板动态仪和5件2KBY-2顶板离层观测仪。
建立111703炮采工作面顶板观测管理台帐和液压单体的测压观测台帐，由采面的跟班矿长进行每班填写，观测台帐如下所示：
工作面顶板观测管理台帐
作业地点：
111703炮采工作面日期：
年月日
班次
观测时间
测点处于采面位置
测点距煤壁距离（m）
采面推进位置距切眼距离
顶板裂隙发育情况
顶板移近量（mm）
移近速度（mm/h）
记录者
零
点
班
八
点
班
四
点
班
工作面单体测压观测记录台帐
作业地点：
111703炮采工作面日期：
年月日
班次
观测时间
单体位于采面位置
测点距煤壁距离（m）
顶板裂隙发育情况
单体初撑力（KN）
是否补液
记录者
零
点
班
八
点
班
四
点
班
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输、装载、转载方式，运输设备：
1、运输、装载、转载方式：
工作面煤通过溜槽板溜至111703机巷铺设的溜子中，由溜子运到第二部溜槽板溜至111703运输平巷，由电机车拉运送到地面煤场。
2、运输设备：
刮板运输机、矿车。
二、运输设备的安装位置、固定方式和推移方式：
1、刮板运输机安装在111703机巷外侧，为可移动设备。
2、矿车放设在111703运输平巷，由溜槽装车。
三、运煤路线：
工作面（溜槽）→111703机运巷（溜子、溜槽）→111703运输平巷（矿车）→集中运输巷（矿车）→主平硐→地面煤场（详见运输系统图）
四、运料路线：
地面→主平硐（矿车运输）→集中运输巷→111703运输平巷→111703回风巷→工作面
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风设施质量要求：
1、安设位置：
在集中运输巷与C15煤回风巷交叉点设置一组调节风门，111703回风下山中段设置一组调节风门，保证工作面有足够风量。
2、质量要求：
（1）、墙体厚度不小于0.8m，严密不漏风，墙体平整并用水泥抹面。
（2）、墙体周边掏槽并有不小于0.1m的裙边。
（3）、风门有联锁装置且能自动关闭。
二、工作面风量计算：
1、工作面所需风量计算：
a、按沼气涌出量计算：
Q采=100×q绝×K/（C－C0）=100×0.09×1.5/（0.5）=27（m3/min）
式中：
Q采：
采煤工作面所需风量（m3/min）
q绝：
采煤工作面沼气平均绝对涌出量为0.09m3/min
C：
采煤工作面回风流中允许最高沼气浓度取1.0%
C0：
进风流中瓦斯浓度.最高为0.5%
K：
沼气涌出不均衡系数取1.5
b、按良好气候条件计算：
回采面空气温度与风速对应表
采面空气温度（℃）
V采（m/s）
＜15
0.3～0.5
15～18
0.5～0.8
18～20
0.8～1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～1.8
Q采=60×V采×m×B=60×1.0×1.6×4.2×1.1=443（m3/min）
式中：
V采：
为采煤工作面气温相对的适合风速，根据上表采面温度平均为20°，取风速为1.0m/s
m：
工作面平均采高为1.6m
B：
采煤工作面平均控顶距（4.8+3.6）/2=4.2m
1.1：
工作面风量备用系数
c、按炸药消耗量计算：
Q采=25A=25×2.7=67.5（m3/min）
式中：
25：
每公斤炸药爆破后需要供给的风量，m3/min·kg；
A：
采高每次放炮的最多炸药消耗量为2.7kg，每次起爆长度为10米。
d、按最多下井工作人数计算：
Q采=4N=4×15=60（m3/min）
式中：
N：
每班最多出勤人数取15人
e、根据上述计算：
工作面风量拟取443m3/min。
风速计算：
V=443÷S=443÷（4.2×1.6×60）=1.09m/s
按《煤矿安全规程》规定回采工作面最高风速为4m/s，最低风速为0.25m/s。
V小＜V＞V大，0.25＜V=1.09＞4.所以符合要求。
f、按采面最低风量计算：
Q采≥15S大=15×1.6×3.6=86.4m3/min
按采面最大风量计算：
Q采≤240S小=240×1.6×4.8=1843m3/min
式中:
S大和S小—分别为最大和最小采面控顶断面积，m2。
经上述计算：
111703回采工作面的配风量取443m3/min，工作面风量大于86.4m3/min，小于1843m3/min。
符合《煤矿安全规程》规定
三、通风系统（见通风系统图）
地面新鲜风→主平硐、主斜井→集中运输巷→111703运输平巷→111703机运巷→工作面（污风）→111703回风巷→111703回风下山→C15煤回风巷→总回风巷→地面
四、瓦斯检查和瓦斯监测系统：
1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查班报。
２、本工作面瓦检员每班至少检查三次，主要检查工作面进风巷、工作面风流、煤壁和下隅角等、工作面回风和尾巷等地点。
当工作面瓦斯浓度达0.8%时，必须停止电煤钻打眼，放炮地点20m内瓦斯浓度达0.8%时，严禁放炮。
３、当工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%或其回风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，报告矿调度室，查明原因，制订措施，进行处理。
4、加强瓦斯监测管理，工作面必须安设瓦斯报警断电仪（并联入KJ78N系统，实行24小时连续监测），瓦斯探头安装及参数如下：
探头
编号
安装
位置
断电范围
报警点
断电点
复电点
T1
距工作面上出口5～10m
回采工作面全部非本质安全型电器设备及回风巷中
≥0.8%
≥1.0%
<0.8%
T2
距工作面风巷进口10～15m处
工作面及回风流中的所有机电设备的电源
≥1.0%
≥1.0%
<1.0%
T0
工作面上隅角
工作面及回风巷中
≥0.8%
≥0.8%
<0.8%
5、瓦斯传感器应垂直悬挂，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
6、瓦斯检查员每小班至少一次对瓦斯探头进行核对，发现误差超过0.2%，必须立即汇报矿调度室落实人员下井处理。
7、监测维护工定期对安全监控设备进行调试、校正，每周至少一次对瓦斯探头进行核对，每月至少一次对分站主机进行检修或调校。
监控设备发生故障必须及时进行处理。
8、分站设置在集中运输巷机电硐室内，供给电源接在机电硐室“三专”开关电源侧。
9、中心站（主机）：
安装在地面调度室内，由值班员24小时值班监视屏幕显示的各种信息，发现瓦斯超限及时进行汇报并记录。
监控室值班员每班必须填写监控日报表，送矿总工程师和矿长审核签字。
每日必须认真填写瓦斯监测系统运行日志。
10、连接电缆使用专用阻燃电缆或光缆连接。
五、防尘系统
1、供水（见供水及防尘系统示意图）
风巷防尘水源:
地面消防水池→总回风巷→C15煤回风巷→111703回风下山→111703回风巷→111703工作面。
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