10302炮采工作面作业规程.docx

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10302炮采工作面作业规程

永贵嘉兴煤业

作业规程

（10302炮采工作面回采）

施工地点:

10302炮采工作面

施工单位：

炮采队

主管队长：

编制：

主管矿长：

时间：

2012年6月7日

会审签字

会审单位及人员签字

技术组：

年月日

调度组：

年月日

机电组：

年月日

通防组：

年月日

安监部：

年月日

分管矿长：

年月日

安全矿长：

年月日

总工程师：

年月日

会审意见

一、存在主要问题

二、落实意见

作业规程月度贯彻记录

主持人:

贯彻人:

贯彻地点:

贯彻时间:

年月日班次：

参加人员

参加人员

序号

姓名

得分

签字

序号

姓名

得分

签字

1

24

2

25

3

26

4

27

5

28

6

29

7

30

8

31

9

32

10

33

11

缺席人员

12

序号

姓名

签字

13

1

14

2

15

3

16

4

17

5

18

6

19

7

20

8

21

9

22

10

23

11

应到人数：

人实到人数：

人缺席人数：

人

第一章工程概况

第一节工作面位置及井上下关系

10302工作面位于井田西南部，西起10302上顺联巷，东止10302下顺，倾斜宽为95.2m，北起10302下顺联巷，南止10302切眼，工作面上限标高为+1847m，下限标高为+1820m，工作面走向长平均155.5m，斜面积为15044.3m2。

工作面上顺有ZK-101钻孔，地形地貌主要为缓坡、冲沟组合；对应地表无重要的建构筑物，无水体，河流及铁路通过。

10302工作面北面为已开拓完毕的10502中间巷，南面为我矿和以角煤矿矿区边界线，工作面切眼距矿区边界最小距离为20m，西面有一废弃小煤窑，该小窑所采煤层为5号煤层内错10302上顺61m，东面未开采。

根据10302炮采工作面实测标高及井上下对照图，该工作面3煤层最小埋深为132m，最大埋深为255m，平均为193.5m，对应地表无任何村庄，无重要构筑物、公路及铁路通过，回采期间对地表设施无影响。

第二节煤层

10302工作面所采煤层为龙潭上段的3煤，平均厚度为1.7m，总体为上下薄，中间厚，局部含夹矸1层夹矸岩性主要以泥岩为主，下顺煤层顶板往下0.6m左右有一层类似于高碳质泥岩的煤层，厚度0.12m，煤层主要以块状为主，粉粒状次之的形式赋存，煤层硬度f=0.3～0.5，以亮煤为主，显玻璃光泽及金属光泽，少量裂隙发育，参差状断口，条带状结构。

煤层情况详见“表110302工作面煤层赋存情况表”。

表110302工作面煤层赋存情况表

煤层情况

煤层总厚（m）

1.6～1.8

煤层结构（m）

煤层倾角（°）

13～19

平均厚度（m）

1.7

煤层有0.2m左右的一层夹矸。

平均倾角（°）

16

可采指数

100%

稳定程度

　稳定

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况见“表2煤层顶底板情况”及“图110302工作面地质柱状图”。

第四节地质构造

从10302工作面运输、回风巷揭露情况分析，本工作面范围内地质构造简单。

工作面无断层。

表2煤层顶底板情况

煤层顶底板情况

顶底板名称

岩石名称

厚（m）

岩性特征

直接顶

粉砂质泥岩

3.1～4.7

3.4

浅灰色，缓波状-水平层理局部见脉状和交错层理，见丰富植物根茎化石、叶片、碎屑化石，层面上见较多的植物炭化镜面和少量黄铁矿结核。

伪顶

泥质粉砂岩

0.0～0.45

0.25

深灰色，局部产植物化石碎片，遇水易软化，岩石硬度f=2～3。

直接底

粉砂质泥岩

8.44～12.2

9.61

浅灰白-深灰色，缓波状-水平层理，局部可见脉状层理和交错层理，见丰富的植物根茎化石、叶片、碎屑化石，层面上见较多植物炭化镜面。

间接底板

细砂岩

6

泥质胶结，显平行及波状层里，夹泥质条带，硬度较小。

10302工作面地质柱状图

第五节水文地质

10302工作面上覆无老空水、强含水层、承压水、地表水体及河流通过。

主要充水水源为顶板裂隙水，并受大气降水补给。

工作面掘进期间由于放炮震动可能导致底边开裂或裂隙增大，雨季期间地表水可能顺着裂隙涌入工作面，根据嘉兴煤业历年雨季涌水量资料的收集分析，预计工作面掘进期间正常涌水量为0.5m3/h，最大涌水量为15m3/h。

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它因素见“表3影响回采的其它因素表”

瓦斯

3号煤层原始瓦斯含量为5～8m3/t，属高瓦斯、有煤与瓦斯突出危险工作面。

CO2

　/

煤尘爆炸性

有爆炸危险性　

煤的自燃倾向性

不易自燃　

地温危险

工作面距离地表较近，温度随地面温度变化明显

冲击地压危害

　无

第七节储量及工作面服务年限

由于10302工作面平均走向长度155.5m，倾向长度95.2m，面积为14803㎡；平均可采厚度为1.7m，容重为1.48t/m3。

工业储量：

14803×1.7×1.48=37245.86t

回采率：

95℅

可采储量：

37245.86×0.95=35383.56t

本工作面按矿计划生产，三班生产。

每天按3个循环计，循环进度1.2m，日循环进尺3.6m。

最小产量：

平均日产量=3.6×95.2×1.7×1.48=862.3t

平均月产量=862.3×25=21557t（每月按25个生产日）

可采期=37245.86÷14472=1.7（个月）

第八节编制作业规程依据

1、依据国家安全生产监督管理局及国家煤矿安全监察局发布的《煤矿安全规程》2011年版；

2、煤炭出版社颁布的《煤矿工人技术操作规程》（96版）；

3、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法（试行）》执行说明；

4、10302工作面回采地质说明书；

5、其它相关法律法规。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采煤工作面巷道布置

工作面采用走向长壁布置。

回风巷、运输巷、切眼皆跟顶板掘进。

两巷采用架棚支护，切眼采用2.2m单体柱配合2.4mπ型梁支护。

切眼垂直于两顺槽，回风巷，运输巷沿南北向布置。

两巷道均采用11#工字钢梯形棚子支护，高2.3m，上宽2.6m，下宽3.8m，净断面7.36m2。

巷道布置详见“图210302工作面平面布置图”。

第二节采煤工艺

一、回采工艺

工作面采用走向长壁后退式采煤方法，一次采全高。

采用炮采工艺，其工艺流程为：

打眼→装药、连线→放炮落煤→回主梁老塘侧柱（打在副梁槽边老塘侧）→临时支护（移主梁）→人工装煤（同时完成运煤）→回主梁中柱并打在主梁两端→移溜→打主梁中柱→打切顶柱→回柱副梁并齐。

二、采高控制与循环进度

工作面跟顶回采，正常回采期间，采高控制在1.6—1.8m之间，平均采高1.7m，当煤层厚度大于2.0m时，必须使用2.5m单体更换，严禁单体柱超高使用。

当煤层厚度在1.7m左右时必须更换2.2m单体并挖柱窝。

循环进尺为1.2m。

三、落煤

1、落煤方式：

根据切眼煤体状态及顶板特征，采用放炮与手镐落煤相结合落煤。

在放炮后，煤层落煤效果差的情况下，在进行手镐落煤。

爆破落煤完成30℅～35℅，人工装煤完成65℅～70℅。

2、装药方式：

正向装药，每眼装药后再装一节黄泥接着装两节水炮泥，剩余部分充填黄泥。

详见“图310302工作面炮眼装药结构图”及“表3炮眼说明表”。

图3炮眼装药结构示意

序号

项目

分类

单位

说明

1

打眼工具

型号

风煤钻

工作面打眼

台数

台

2

2

炮眼特征

深度

m

1.4

角度

顶板眼

度

仰角10

底板眼

度

俯角15

循环眼数

个

90（最大）

炮眼布置方式

三花眼

3

炸药

炸药种类

四级煤矿许用含水炸药

每孔装药量

kg/孔

顶眼0.2，中眼0.3，底眼0.3

循环用量

kg

24kg（最大）

4

雷管

种类

毫秒延期雷管

循环用量

个

24（最大）

5

封泥

粘土炮泥

m

大于0.2

水炮泥

个

2

封泥长度

m

大于0.5

6

连线方式

串联

7

起爆顺序

1、2、3、4、5段雷管依次起爆，相邻两段之间的间隔时间不大于50ms，5个段数雷管总延期时间不大于130ms。

3、一次打眼，分段起爆。

每段长度不大于10m。

起爆顺序为从工作面上顺槽向下顺槽方向依次分段起爆。

4、连线顺序

顶部眼依次串联，底部眼依次串联，顶部眼雷管与下部雷管连接，最后顶部雷管和底部雷管分别与爆破母线连接，形成串联的爆破连线方式。

炮眼连接方式见“图5炮眼连线方式示意图”

四、临时支护

1、放炮后，撤掉主梁老塘侧单体柱。

2、把主梁前移到煤壁，前移1.2m。

用竹笆及背木背好顶板，做好临时支护。

3、移梁后，必须把单体柱按标准打好（不低于11.4MPa）。

五、装运煤

工作面放炮后，必须做好临时支护，放落的煤装入刮板输送机，由刮板输送机运出，运输巷采用刮板输送机和皮带输送机运煤。

1、装煤方法：

采用人工装煤。

（1）爆破后，必须敲帮问顶，检查工作地点周围的顶板、支护情况，确保安全后，方可装煤。

（2）装煤前，要洒水降尘。

（3）装煤时，要在支架的保护下装煤，做到从老塘到煤墙把煤清净。

2、运煤方法：

工作面采用SGB—40T型刮板输送机运煤。

（1）运输信号：

①刮板输送机必须安设能发出停止和启动信号的装置，启动时，要先点动三次，每次间隔3-5秒钟。

②信号规定，1响停，2响开，乱点紧急停机。

爆破前要将溜子开空，防止爆破落煤压死溜子。

3、清煤结束后，必须打好煤壁侧临时支柱，以防冒顶。

4、工作面浮煤及顶底板留煤必须处理干净，以提高回采率。

六、移溜

1、推溜（槽）前，必须逐段撤回中柱，在撤中柱时，必须有替柱。

顶帮破碎时，必须打上戗柱，并及时逐段推溜及做好永久支护。

（柱压11.4MPa以上）。

2、移溜时，机头、机尾推移前后，严禁取下压柱。

在移溜过程中，禁止启动溜子。

如需要启动时，必须通知所有人员后，方可启动。

溜子在启动前必须打上机头及机尾压柱。

3、推溜从一端逐节、逐段进行，严禁从两端同时向中间推溜。

4、推溜弯曲段长度不能少于10m，推溜段一次移柱长度不大于20m，推溜后及时补齐支柱。

5、溜槽与贴帮支柱间距不大于0.2m。

七、放顶、打柱、移副梁

1、回柱放顶前，必须对施工地点10m内支设单体进行二次补液，并对放顶地点5m范围内的支柱进行加固，保证支柱初撑力达到本作业规程规定要求，确保后路畅通。

2、回柱放顶前，必须将回柱棚打齐且迎山有力，迎山角度为3～4度。

并打好切顶柱。

3、回柱放顶要严格按照“自下而上”的原则，分阶段逐棚按顺序进行作业，放顶步距为1.2m。

4、放顶时必须远距离放顶，放液手把上拴有不小于1.1m的绳子。

在顶板安全的地方放顶回柱。

5、放液时，必须远距离施工，以免掉下活矸伤人。

6、回柱放顶作业时，至少两人以上协同工作，一人作业，一人观顶监护。

7、回柱放顶与工作面其它工作严禁平行作业。

8、顶板破碎时，加强顶板管理及改变支护间距。

9、所打单体柱必须成排成线，要求棵棵防倒。

10、打柱时，必须穿好柱鞋，穿柱鞋时，必须挖柱鞋窝。

11、在放顶时，应加固该棚单体，以免梁翻伤人。

12、在放顶的同时，完成移副梁工作。

副梁要求与主梁两端并齐。

当煤壁片帮时，副梁必须与上下棚的副梁并齐。

保证工作面单体柱成排成行。

13、在移梁、回柱、打柱时，必须站在上侧，以免伤人事故发生。

八、正规循环生产能力

Ｗ﹦Ｌ×Ｓ×ｈ×r×c

式中：

W---工作面正规循环生产能力，t；

L---工作面平均长度，95.2m；

S---工作面循环进尺，1.2m；

ｈ---工作面设计平均采高，1.7m；

r---煤的容重，取1.48t／m³；

c---回采率，95%。

代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为273.056t。

工作面正规循环见“图610302工作面正规循环作业图”

第三节设备配置

设备配置见“表510302工作面设备配置表”

表510302工作面设备配置表

序号

设备名称

型号及规格

数量

单位

使用地点

备注

使用

备用

待修

计

1

刮板输送机

SGB-30

1

1

1

部

运煤线

2

皮带

800

1

1

部

10502下顺槽

3

单体液压支柱

DZ25-25/100

96

6

200

棵

超前支护

4

单体液压支柱

DZ22-25/100

1164

50

1214

棵

工作面

5

Л型梁

3.6m

16

16

根

上下端头

6

Л型梁

2.4

242

20

250

根

工作面

7

防爆开关

QBZ-80

1

台

工作面溜子

8

防爆开关

QBZ-80

2

2

台

下巷溜子

9

防爆开关

QBZ-80

2

2

台

液压泵站

10

防爆开关

QBZ-80

1

1

台

下巷皮带

11

防爆开关

QBZ-80

1

1

台

溜煤眼溜子

12

液压枪

6

2

8

把

工作面

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、支护强度计算

每根支柱的实际工作阻力

p=f·n=25×0.9=22.5（t/根）

式中：

f—额定工作阻力

n—系数取0.9

二、支护密度计算

工作面支柱最小支护密度（Pmax）计算

P支=W/q支=8·h·r/q支=8×1.7×2.5/q支=26.2（t/根）

q支=1.3根/m2

式中：

W—8倍采高顶板岩石重量（t/m2）

q支—支柱最小支护密度（根/m2）

h—工作面采高（m）

r—岩石容重（t/m3）

图4：

10302工作面正规作业循环图表

三、支护形式的选型

（1）支护棚距的计算

工作面最大控顶距为3.6m，为最大控顶距时，支护密度最小，可以每棚5柱，可以计算出最大棚距

棚距×最大控顶距=5根/q支

棚距为1.06m

（2）因我矿3#煤层顶板稳定，经申请同意棚距缩小为0.8m。

所以10302工作面采用2.4mπ型梁齐步移梁，棚距为0.8m，最大控顶距为3.6m，最小控顶距为2.4m。

四、乳化液泵站

泵站位置：

1835联络巷内。

泵站使用规定：

（1）坚持使用乳化液浓度配比仪，乳化液浓度必须保证2%～3%，配液用水干净无杂质；曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网；正常情况下油箱必须盖好。

（2）泵站压力表性能可靠，泵站压力达到18ＭPa。

（3）泵件、泵箱、液压管无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时更换。

（4）曲轴箱内温度不得高于50°，不得低于5°。

（5）泵站设备的维修管理由机电队负责，维修管理措施质量要求及管理制度由机电队制定。

（6）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程和交接班制度，认真填写乳化液浓度检查记录。

（7）开泵前检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不得开泵，严禁开空泵、漫油泵。

（8）泵压由检修工调定，其他人员不得调高或降低泵压。

第二节工作面顶板支护管理

一、工作面支护布置方式

工作面选用DZ22—25/100型及DZ25—25/100单体液压支柱，配2.4mπ型梁配合使用，其棚距0.8m,最大偏差0.1m。

对梁0.1-0.2mm,排距1.2m,工作面最大控顶距3.6m，最小控顶距为2.4m。

对子棚两梁五柱管理顶板。

工作面放炮后及时回掉主梁（下梁）老塘柱，并及时移主梁，作为临时支护。

背好顶板，用竹笆或塑编网及背木把顶背严。

清煤后，打齐主梁煤壁柱，然后去掉副梁中柱（去中柱距离不得超过20m，顶板破碎时，应缩短去柱距离），开始推溜。

推溜后，打上主梁中柱，回掉切顶柱，打在新棚切顶线上。

然后把副梁并齐，并及时打上溜帮柱。

完成一个循环。

详见工作面支护图及工作面推溜工序图（图5、图6）。

单体支柱（切顶柱除外）必须迎山打设，迎山角度3～4°柱头与垂线夹角为69°～72°，严禁单体睡山支护。

要坚持使用防倒绳，防倒绳拴在支柱顶帽和三用阀之间，必须棵棵防倒。

工作面背顶用荆笆和背木或板皮护顶，背木间距0.4m，每棚不少于3块背木；老空侧竹笆损坏时用4根背木。

背木直径不小于30mm，长度不小于1200mm。

工作面煤壁不得留有伞檐，顶梁末端窜到贴煤壁，若顶板破碎可掏200mm梁窝，进行超前支护，有片帮冒顶的地方必须使用竹笆和圆木背实，防止大面积片帮冒顶。

二、支护质量标准：

1、工作面采用齐梁直线柱支护顶板，棚距800m，对棚距0.1-0.2之间。

偏差不得大于±100mm；排距1200mm，偏差不得大于±100mm；工作面爆破后立即移梁，做临时支护隔一移一。

顶板较为破碎时逢棚必移。

用竹芭及木料护顶，芭片每棚2片，要搭接布置，木料每棚3根，布置要均匀。

2、工作面柱、排距超过规定时，必须及时按照规定进行调整，严禁缺梁少柱和空顶作业。

支柱时必须支设成线，三用阀卸液口平行于煤壁，柱把要朝向机尾方向。

3、泵站压力要求及保证初撑力措施：

（1）工作面所有单体柱必须坚持循环注液制度，其初撑力不得小于90kN（11.4MPa）。

（2）液压管路系统不得有漏液现象。

（3）柱子钻底量大于100mm、留底煤或底板松软时，单体柱必须穿柱鞋，柱鞋必须放平，不准放在浮煤、浮矸上。

（4）支架接顶情况要求、最大最小控顶距、悬顶最大尺寸及处理方法：

①支架接顶情况要求：

a、支架必须与顶板接实。

b、梁上方顶板有空隙时必须用木料背实。

c、单体柱必须打在实底上，支设迎山有力，单体柱迎山角度是工作面煤层倾角的1/6-1/8。

二、顶板来压的支护措施

（1）在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。

若发现明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，沿老塘一排支柱增加一排加强柱，进行加强支护。

（2）放顶后采空区顶板不垮落，局部悬顶和冒落高度普遍不充分（2×5m2）处时，必须加强顶板支护（打加强柱），超过2×15m2的每5m打一从柱加强顶板管理。

悬顶面积超过50m2必须放炮强制放顶。

第三节运输巷、回风巷及两端头顶板控制

一、回风顺槽超前支护

超前支护采用单体支柱和π型梁配合，上巷采用π型梁沿倾向支护，棚距为800mm。

下巷沿煤层走向支护，距上帮300mm，另一排距下帮300mm。

上下顺槽自工作面煤壁超前20m范围内支架完整无缺，净高不低于1.6m，行人道净宽不小于0.7m。

后巷高度不小于1.8m。

二、上下端头特殊支护

采面机头处采用3.6mπ型钢梁，机尾采用3.6mπ型梁。

4对8根，一梁三柱齐步前移，步距为1.2m，必须成对使用，每一对两根之间的间距0.1m-0.2m之间，对与对之间的距离为0.8m。

上下超前安全出口长度不少于3，高度不低于1.6m。

上下安全出口必须经常保持畅通无阻，通风良好。

当上隅角瓦斯偏高时，上安全出口超前回采一排。

三、上下顺槽工字钢棚的回撤

上下顺槽工字钢棚回撤,在缩短输送机后进行，采用人工回撤；回撤时用单体支柱支在棚梁中间,把棚腿处清净，先回出棚腿，然后再回棚梁；然后在支柱的保护下远距离（不少于3m）卸载外侧支柱，顶板垮落稳定后用长把钩取出中心柱。

下顺槽工作面放顶线后方维护长度不得超过1m，上顺槽超前工作面放顶线一排；回撤后用单体柱支设切顶柱挡矸，柱距0.3m。

四、特殊支护

1、抬棚（叉子棚）、戗柱

在采煤工作面内，任何部位都可能因压力增大造成支架扭斜、上翻和下翻，一般情况下要及时修理扶正，但有时不便修复，要根据支架变形情况，打抬棚或戗柱，使支架牢固不再变形，并和原有支架共同支撑顶板压力。

打抬棚或戗柱时，要分析来压方向，做到支撑有力。

2、木垛

工作面初次来压，若顶板压力过大，抬棚及工作面支架发生严重变形，必须及时打木垛进行加固。

木垛用坑木长度不小于1.2m。

打木垛必须打在硬底上，要上下对齐，四角打柱，迎山有力，木垛接口处要削平以平面接触，用木楔打紧背牢，确保木垛顶端整体接顶。

五、备用支护材料

必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱50根，2.4mπ型梁20根，竹笆200个，背木200根，坑木40根（φ18cm，1.2m长）。

备用材料挂牌管理，随用随补，严禁短缺。

材料码放整齐，不得影响行人和运输。

要求工作面备用材料（半圆木、圆杂木、小板、芭片、单体柱、π型梁）必须放到上顺槽超前以外的安全地方（距离超前支护棚不小于5m），码放整齐。

第四节矿压观测

矿压观测建立矿压观测制度，由当班班长负责，每班进行观测。

观测人员：

各班班长组织人员：

技术员

观测工具：

钢卷尺测压表

观测方法：

通过使用钢卷尺测量工作面以及巷道顶底板移近量的方法测量工作面矿压。

观测区域：

工作面自上而下10m，30m、50m和70m处，运输和回风顺槽超前段20m、巷道自工作面沿巷道50m和100m处；

观测内容：

液压支柱阻力、来压步距和强度、巷道超前支撑压力、顶板离层观测、巷道帮部变形情况、顶板移近量

观测要求：

1、在每一处观测区域随机选3棵单体测量柱压变化情况；

2、每一处观测区域随即选3个点测量高度，计算顶底板移近量；

3、观测区域内帮部开裂和煤层变化情况每班观测一次；

4、观测顶板离层和开裂情况。

注意事项：

1、现场观测人员发生异常情况，立即报安监部和调度室，采取措施，并撤出人员；

2、观测结束后每班将资料报技术员，由技术员汇总、分析，对工作面来压情况和支柱适应性以及矿压显现特点进行分析。

3、观测人员要不定期对支柱柱压抽查，发现支柱支撑力低，达不到90℅（11.5MPa）以上，有权让现场作业人员进行补液，否则不准作业。

4、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，要提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿长和调度室汇报。

5、通过矿压观测分析工作面顶板运动规律，总结出矿压观测报告，为后续类似条件采煤工作面顶板支护设计提供依据。

根据矿压观测成果预报本工作面回采过程中周期来压，并提前做好相应准备。

第四章生产系统

第一节运输

一、运煤系统

采