10501采煤工作面回采作业规程炮掘标准.docx

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10501采煤工作面回采作业规程炮掘标准

贵州盘县响水镇永响煤矿

10501工作面回采作业规程

编制单位：

技术科

编制时间：

2013年6月11日

审批记录

会审主持人：

编审单位

签名

日期

说明

编制单位

编制人

负责人

会

审

技术科

调度室

通风科

机运科

安检科

机电副矿长

安全副矿长

生产副矿长

总工程师

批准

矿长

规程会审单

规程名称

10501工作面回采作业规程

会审时间

会审地点

主持人

提报单位

参加会审人员（签字）

会审意见：

总工程师意见：

矿长意见：

目录

第一章工作面说明及地质概况7

第一节工作面说明7

一、工作面井上、下位置与邻近采掘关系7

二、工作面特征表7

第二节煤层赋存及顶底板情况8

一、煤层赋存情况8

二、煤层顶底板情况8

第三节地质构造情况9

一、褶曲9

二、断层构造9

三、掘进中存在的地质构造9

第四节水文地质情况9

第五节瓦斯、煤尘及自然发火情况9

第六节影响开采的其它因素9

第七节储量及服务年限10

一、工作面储量10

二、工作面服务年限10

第二章采煤方法10

第一节巷道布置10

一、运输巷、回风巷、切眼布置方式10

第二节采面机械配备情况11

一、采面机械配备11

二、采面设备、备用材料配备情况表12

第三节采煤工序13

一、采煤方法：

13

二、采煤工序：

13

三、工作面正规循环生产能力14

四、劳动组织及正规循环作业14

第三章顶板控制17

第一节支护设计17

一、支柱的初选17

二、采面支护密度计算17

三、支护选型参数校核17

四、支架数量配备计算错误！

未定义书签。

第二节工作面顶板控制21

一、工作面支护21

二、工作面特殊支护21

三、顶板管理21

第三节上下超前出口及端头的顶板控制21

一、上、下巷安全出口顶板控制21

二、超前支护22

三、上、下巷维护22

四、矿压观测22

第四节回柱放顶23

一、回柱方法及顺序说明23

二、爆破说明书：

23

第四章生产系统25

第一节运输系统25

一、工作面运煤系统：

25

二、工作面运料系统：

26

第二节通风系统26

一、工作面通风线路26

二、采面风量计算26

第三节瓦斯抽放系统28

第四节供电系统28

一、电缆选型计算28

二、供电系统28

第五节消防、防尘系统28

第六节工作面压风自救、通讯系统29

一、压风自救系统29

二、通讯系统：

29

第七节安全监控系统30

第八节排水系统30

第九节供液系统31

第五章安全生产管理制度31

第一节入井须知31

第一节交接班制度31

一、班、队长交接班制度31

二、安全员交接班制度31

三、瓦检员交接班制度32

四、放炮员交接班制度32

五、溜子司机交接班制度32

六、乳化泵司机交接班制度32

七、值班电钳工交接班制度32

八、机电人员交接班制度32

第二节安全生产管理制度32

一、安全检查、敲帮问顶制度32

二、工程质量检查验收制度33

三、巷道维修制度33

四、机电设备维修保养制度33

五、瓦斯管理制度33

六、瓦斯检查制度34

七、综合防尘管理制度34

八、通风安全监测仪器仪表的使用及其维护制度34

九、电器保护定期检查和定期试跳制度34

十、放炮管理制度34

第六章灾害预防及避灾路线35

第一节主要灾害事故预防35

一、顶板灾害事故35

二、水灾事故36

三、火灾事故36

四、煤与瓦斯突出灾害事故38

五、瓦斯、煤尘爆炸灾害事故39

六、避灾路线路：

40

第七章安全技术措施40

第一节初采安全措施40

第二节落煤、装煤措施41

一、煤电钻打眼措施41

二、火工品管理及装药放炮措施42

第三节移π型梁措施错误！

未定义书签。

第四节推溜措施47

第五节顶板管理措施49

一、一般规定49

二、支护49

三、回柱放顶49

四、上、下巷及安全出口支护52

第六节工作面顶板及上下出口维护安全措施52

一、防止煤壁片帮及顶板掉矸伤人措施52

二、单体液压支柱打柱措施53

三、回柱放顶安全措施53

四、防止刮板机伤人措施54

五、防倒柱措施55

六、挂网、移梁、打临时打柱措施55

七、攉煤措施55

八、推溜措施56

九、采面上下出口支护措施56

十、采面上下巷超前支护打设措施56

十一、采面过断层支护措施56

十二、初次放顶（人工强行放顶）措施57

十三、防止老顶周期来压推柱、伤人措施57

十四、防止煤层自燃发火措施58

十五、文明生产及防治水工作58

十六、探放水管理措施59

十七、本规程未述部分内容严格按《煤矿安全规程》和《煤矿操作规程》执行。

59

第七节一通三防与安全监测59

一、通风安全59

二、防治瓦斯安全措施60

三、综合防尘安全措施63

四、防灭火安全措施64

第八节机电、运输64

一、总则64

二、乳化泵的使用65

三、胶带输送机检修措施66

四、刮板输送机检修安全措施67

五、电器设备检修安全措施67

第八章探放水措施68

第一节探放水原则68

第二节探放水安全措施68

第九章主要技术经济指标68

第一章工作面说明及地质概况

第一节工作面说明

工作面井上、下位置与邻近采掘关系

该工作面位于井田北翼,工作面上部为4#层、3#层采空区，对应地表为耕地，山坡，无建筑、公路、村庄、电力线路等工业设施，工程垂直埋深约130m左右，南至井筒保护煤柱，北至切眼为界，西至回风巷为界，东至运输巷为界，斜下为10503采面（未回采），

工作面特征表

表1工作面特征表

工作面名称

10501回采工作面

走向长

300m

开采煤层

5#

工作面倾斜长度

切眼最长80米，最短14米，平均斜长47m

开采厚度

1.6m

储量

预算

斜面积

14100m2

煤容重

1.4t/m3

储量

3.1584万吨

可采量

2.62吨

回采率

85%

煤层

情况

平均厚度

1.6m

最大倾角

18°

最小倾角

4°

平均倾角

22°

煤种

无烟煤

内在灰分（%）

21.44%

采煤工艺

炮采

顶板管理方法

全部垮落法

作业方式

三·八作业制度

有无煤尘爆炸危险性

煤尘具有爆炸危险性

自然发火倾向

不易自燃煤层

是否为突出煤层

否

地面有无村庄

无

与地表最大、最小垂深（m）

225～54m

第二节煤层赋存及顶底板情况

煤层赋存情况

表2煤层赋存情况

指标

参数

备注

煤层厚度（最大——最小/平均）/m

1.4m～1.8m

煤层倾角（最大——最小/平均）/度

平均22°

煤层硬度f

f<2

煤层层理

简单

煤层节理（发育程度）

不发育

自燃发火期/d

不易自燃

绝对瓦斯涌出量（m3/min）

2.5

相对瓦斯涌出量（m3/t）

11.36

煤尘爆炸指数（%）

地温/摄氏度

0.76~3.67°C/100m

煤层顶底板情况

煤层顶底板岩性

顶底板

岩石类别

厚度

岩性

顶

板

伪顶

粉砂岩

4.47cm

易垮落，松软

直接顶

细砂岩

4.4m

泥质细砂岩与细砂岩互层，部分含菱铁质，水平层理，薄层状，易风化。

老顶

泥质粉砂岩

1.05m

灰色，与泥质细砂岩互层,水平层理，中厚层状，部分夹煤线。

底板

直接底

粉砂质泥岩

2m

遇水易膨胀、松软、底鼓

老底

泥岩

2.27m

细砂岩与菱铁质细砂岩互层，水平层理，中厚层状。

第三节地质构造情况

矿区位于盘南背斜东翼西段，矿区内岩层呈单斜产出，地层走向近北东，倾向南东，平均倾角22°。

区内有一条正断层F14。

由南往北贯穿于整个矿区，走向近南北，倾向近东，倾角55-75°，一般70°，断距60-100m左右。

褶曲

本矿井为单斜构造，缓倾斜煤层，未发现褶曲。

断层构造

区内有一条断层，为－条正断层F14。

由南往北贯穿于整个矿段，走向近南北，倾向近东，倾角55-75°，一般60°，断层上盘地层为飞仙关组，下盘为龙谭组，该断层向南北延伸出矿段，把K19号煤层向下错20米，断距60-100米左右。

掘进中存在的地质构造

10501工作面运巷掘进至300m时，受F1断层影响，掘进过程中煤层变化较大，地质构造复杂导致找煤造成两巷距离缩短（最短距离14米）,决定在10501运输顺槽300m处掘10501切眼，形成10501回采工作面。

第四节水文地质情况

对煤层开采影响的仅为地表水及老窑积水。

本区降水丰富，地表水往往由冲沟汇聚成积极性小河或在洼地聚集，煤层开采时若发生冒顶或其他原因使顶板遭受破坏后，地表水往往会注入井下，如在雨季暴雨时可能会大量涌入。

本区地层产状平缓，煤层埋藏较浅，加上煤层顶板岩层均有不同程度的分化，采煤时容易发生冒顶等破坏隔水层。

预计工作面的最大涌水量为3m3/min、正常涌水量1m3/min，在回采得过程中需加强排水工作。

第五节瓦斯、煤尘及自然发火情况

根据2012年瓦斯等级鉴定批复本矿为煤与瓦斯突出矿井，经鉴定K5煤层在矿区范围内的1386.2m标高以上不具有突出危险性；由于一采区的K5煤层位于＋1386.2m标高以上。

所以一采区的K5煤层按突出矿井的非突区域进行设计管理。

根据贵州省煤田地质局2012年6月11日对永响煤矿煤的K5、K7、K9、K11煤层进行自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告，K5、K7、K11煤层属于属有爆炸危险性煤层。

K5、K7、K11煤层的自燃倾向性为Ⅲ级，不易自然发火，K9煤层的自燃倾向性为Ⅱ级，属自然煤层。

影响开采的其它因素

10501工作面主要受到地质构造变化，顶板破碎，顶板临水情况等影响，给回采工作带来一定的影响。

第六节储量及服务年限

工作面储量

10501工作面面积为14100m2，平均煤厚为1.6m，储量为3.1584万t，平均煤厚为1.6m，保护煤柱30m，即可采储量为2.62万t。

工作面煤炭储量=面积×煤厚×容重

储量Q储=14100×1.6×1.4=3.1584万t

煤柱Q柱=2400×1.6×1.4=0.5376万t（留30m的煤柱）

可采储量Q可=3.1584万吨–Q柱=2.62万t

工作面服务年限

日产量为304t,月产量为0.912万t，即工作面服务年限为：

工作面服务年限=Q可/月产量=2.62/0.912=2.8个月×30天＝84天

第二章采煤方法

第一节巷道布置

运输巷、回风巷、切眼布置方式

10501运输顺槽、回风顺槽设计方位为30度，设计长度风巷为400m、运巷400m，但由于在掘进过程中地质构造复杂找煤导致两条巷道打偏，距离缩短。

为此根据决定，在300米位置开切眼布置回采工作面。

运输巷长度为300m，回风巷长度为300m，工作面斜长最小为14m。

最大为80m，在回采过程中逐渐增长。

二、巷道支护方式

采面上、下巷采用架工字钢梯形棚支护，运输顺槽为5m2的梯形断面，下净宽为3.0m，棚距为0.8m，巷道高度为2.0m。

回风顺槽为5m2的梯形断面，下净宽为3.0m，棚距为0.8m，巷道高度为2.0m。

切眼为单体液压支柱配合铰接顶梁支护。

详见附图：

10501工作面巷道布置图。

第二节采面机械配备情况

采面机械配备

1、电煤钻

采面采用MSZ-1.2打眼。

2、采面安裝一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机运输，其主要技术参数：

型号

SGB-420/40T

电机功率

40KW

电压等级

380/660V

运输能力

100t/h

链速

1.1m/s

安装长度

14m-80m

单链破断力

≥610KN

3、顺槽设备：

运输順槽安裝一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机配合一台DSJ60/20/2×20型伸缩性胶带输送机运输。

其主要技术参数如下表

SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机的技术参数：

型号

SGB-420/40T

电机功率

40KW

电压等级

380/660V

运输能力

100t/h

链速

1.1m/s

安装长度

80m

单链破断力

≥610KN

胶带输送机的技术参数：

型号

DSJ50/20/22

电机功率

22kw

电压等级

380/660V

运输能力

100t/h

带速

2.0m/s

安装长度

220m

带宽

500mm

4、单体液压支柱

采用DW20-300/100X型悬浮式单体液压支柱配合HDJA-1000型铰接顶梁进行采面支护,“三、四排控顶”,全部垮落法管理顶板,支柱排距1.0m,柱距0.7m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,一次放顶步距1.0m.

其主要技术参数：

支柱高度：

1150～2000m

支撑能力：

300KN

初撑力：

20Mpa

工作阻力：

300KN

支柱净重：

51.8kg

5、乳化泵：

两泵一箱

乳化泵型号：

XR2B80/200功率：

37KW公称压力：

20Mpa公称流量：

80L/min

采面设备、备用材料配备情况表

表4工作面设备配备表

设备名称

规格型号

数量

使用地点

备注

风煤钻

2台

工作面

电煤钻

2台

工作面

发爆器

BFM-500

1台

工作面

综保开关

ZZ8L-2.5/4

1台

运输顺槽

刮板输送机

SGB420/40T

2台

采面及机巷

单体液压支柱

DW20-300/100X

811棵

工作面及出口

真空磁力起动器

QBZ-200

3台

控制刮板机及皮带

馈电开关

KBZ-400

1台

采面机巷口

甲烷传感器

GJC100（A）

4个

采面回风巷

防爆电话

5部

机巷及风巷

注液枪

10把

采面

浮化泵

XR2B80/200

1套（两泵一箱）

地面

π型钢梁

4.2m

16根

上、下端头

干粉灭火器

20台

各运输设备机头、机尾

铰接顶梁

HDJA-1000

656

工作面及出口

表5采面备用材料配备表

设备名称

规格型号

数量

存放地点

备注

单体柱

DW20-300/100X

81根

运输顺槽

铰接梁

HDJA-1000

65根

运输顺槽

金属网

1000×1800mm2

20张

回风巷

圆木

∮100-150

50根

回风巷

煤壁切顶时使用

木板

2-5cm厚

1m3

回风巷

干粉灭火器

10台

采面

电煤钻

1台

工作面

风煤钻

2台

工作面

第三节采煤工序

采煤方法：

采用走向长壁后退式采煤法。

采煤工序：

工作流程：

打眼→装药联线放炮→挂梁→攉煤出货→打贴帮柱→推溜→打柱→回柱放顶

1、打眼：

本工作面采用煤电钻进行人工打眼，采用三花眼布置，上下各布置一排，炮眼间距为1.5m，炮眼深度为1.2m。

具体见《采面的炮眼布置示意图》。

2、落煤方式：

采用爆破落煤，一次起爆26个炮眼（20m），循环进尺1.0m。

炮眼间距为1.5m，布置两排炮眼。

3、攉煤：

采用炮后自行装煤与人工攉煤相结合。

4、运煤

10501采面（刮板运输机运输）→10501运输顺槽（胶带运输机运输）→10501探煤石门（胶带运输机运输）→10501运输巷（胶带运输机运输）→皮带下山（胶带运输机运输）→皮带运输石门（胶带运输机运输）→煤仓（放煤）→主斜井（胶带运输机运输）。

5、支护

采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护、在顶梁上方铺设小板及篾笆进行接顶，顶板必须护严背实。

6、推溜：

工作面出完煤后，必须将刮板运输机向前推移，推移刮板运输机时，只能从机头或机尾向另一方推移，严禁从中间向两头推移。

推移刮板运输机时，弯曲段长度不得少于15m，推溜不得出现急弯，以防出现断连接环、溜槽错口等情况。

在推移机头和机尾时，必须停止刮板机的运行，将机头或机尾推到位后，立即将机头和机尾打上压柱再开启刮板运输机。

7、回柱：

本工作面采用拔柱器回柱或者人工直接拔柱。

严禁使用大链进行回柱，防止断链伤人。

（十五）工作面正规循环生产能力

W=LShγc

W=80×1.0×1.6×1.4×0.85=152.32t

式中：

W——正规循环生产能力，t；

L——工作面长度，m，取最大值80m；

S——正规循环推进长度，m，取1m；

h——平均采高，取1.6m；

γ——煤的视密度，t/m3，取1.40t/m3；

c——工作面采出率，0.85%

劳动组织及正规循环作业

1、劳动组织：

表6劳动组织表

工种

工人出勤表

在册人数

一班

二班

三班

合计

在册

出勤

备注

班长

1

1

1

3

3

3

副班长

1

1

1

3

3

3

安全员

1

1

1

3

4

3

瓦检员

1

1

1

3

4

3

电工

1

1

2

4

4

4

验收员

1

1

1

3

3

3

刮板司机

2

2

2

6

8

6

皮带机司机

7

7

7

21

23

21

采煤工

10

10

0

20

23

23

回柱工

8

8

6

22

24

23

端头支护工

4

4

4

12

13

12

打眼工

4

4

0

8

10

8

放炮员

1

1

0

2

4

3

推溜工

1

1

1

3

5

3

合计

43

43

27

113

131

118

2、正规循环作业图表

第三章顶板控制

第一节支护设计

支柱的初选

根据《10501工作面地质报告书》介绍，工作面煤层平均厚度为1.6m,但回采采高为1.8m，研究初选单体液压支柱型号为DW20-300/100型。

采面支护密度计算

1、支护强度计算

据Pt=（4~8）mγ

式中:

Pt——工作面支护强度，t/m2

m——工作面采高，取1.8m

γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3

系数4-8——采高的倍率系数，按5倍采高取值。

，取5

则pt=5×1.8m×2.5t/m3

=22.5t/m2

2、合理支护密度计算

根据P=Rt×n=30×0.85=25.5t

式中：

Rt——支柱额定工作阻力300KN（约30t）

n——支柱额定工作阻力实际利用系数0.85～0.9，取0.85；

S=P/Pt=L柱×L排

L柱=P/（Pt×L排×K）

=25.5/（22.5×1×0.7×1.2）=1.35m

式中:

S——每棵支柱平均支护面积

L柱、L排——工作面支柱柱距、排距

K——支柱修正系数，选1.2

由于煤层顶板比较破碎，为了加强支护，取铰接顶梁的间距为0.8m，柱距为0.7m。

支护选型参数校核

开采5号煤层平均厚度1.6m,选择DW20-300/100型悬浮式单体液压支柱配合DZJA-1000型铰接顶梁进行采面支护,“三四排控顶”,全部垮落法管理顶板,支柱排距1.0m,柱距0.7m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,一次放顶步距1.0m.

（1）单体柱的选择依据

A、最大控顶距切顶排顶板下沉量:

SL=n.m.R=0.04×1.8×4.2=0.302m

其中:

n:

系数取0.04

m:

支柱在切顶排时的平均高度1.8m

R:

最大控顶距4.2m

B、支柱支护的最大高度

Hmax=M大-b-c=2000-100-50=1850mm≤2000mm

其中:

M大:

最大采高2000mm

b:

顶梁厚度100mm

c:

金属网及小板厚度50mm

C、支柱支护的最小高度Hmin

Hmin=M小-SL-b-a-c+Hc

=1.8-0.336-0.100-0.050-0.050+0.2=1.464m≥1.45m

其中:

M小:

最小采高1.8m

a:

支柱的卸载高度50mm

Hc:

支柱的钻底量200mm

2、支护密度验算

（1）最大控顶距

η1=（L/α+1）N1/L1S1

式中：

η1——最大控顶距支护密度，根/m2

L——采面斜长取最大值80m

α——柱距0.7m

S1——最大控顶距离4.2m

N1——最大支护排数4排

则η1=[（80/0.7+1）×4]/（80×4.2）

=1.37根/m2

（2）最小控顶距

η2=（L/α+1）N2/L2S2

式中：

η2——最大控顶距支护密度，根/m2

L——采面斜长取最大值80m

α——柱距0.7m

S2——最小控顶距离3.2m

N2——最小支护排数3排

则η2=[（80/0.7+1）×3]/（80×3.2）

=1.37根/m2

支护密度的验算

（1）每平方米顶板岩体压力

p=6×m×ρ×g=6×2.0×2.5×10×9.8=470.4×103（N/m²）

式中:

m—最大采高2.0m

ρ—岩体密度2.5×103kg/m³

（2）最小控顶距时每根单体柱承受的压力Q为

Q/η2=470.4/1.582=297.34（KN/根）

根据以上计算,选择DW20-300/100X型单体液压支柱,其最大高度为2000mm,最小高度为1264mm,符合支护要求。

DW20-300/100X型单体柱承受的额定承受载荷为300KN/根,大于Q,故选择排距为1.0m,柱距0.7m,能满足支护密度要求。

采面最大控顶距,最小控顶距实际支护密度分别为1.37根/m2和1.37根/m2,均大于该采面合理支护密度1.35根/m2,故支护选择较为合理。

表6DWX型单体液压支柱技术参数

项目

最大高度（mm）

最小高度（mm）

工作行程（mm）

工作阻力（KN）

重量（kg）

可代替的DW型