11093回采工作面作业规程.docx

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11093回采工作面作业规程

丰胜矿采煤工作面作业规程

编号：

丰胜矿采[2012年]11号

工作面名称：

11093回采工作面

编制人：

施工负责人：

编制日期：

审批日期：

会审人员签名

编制人：

生产科长：

机运科长：

通风科长:

安监科长:

生产副矿长:

机运副矿长:

安全副矿长:

总工程师:

矿长:

会审意见

作业规程、安全技术措施贯彻学习登记表

规程、措施名称

贯彻人

组织人

贯彻地点

贯彻时间

八点班

四点班

零点班

学

习

人

员

签

名

备注

作业规程、安全技术措施复查登记表

作业规程、安全技术措施名称

复查时间

作业规程、安全技术措施执行是否正常

现场执行情况是否与规程、措施相符

有无地质条件和其它条件变化

有无补充安全技术措施

矿总工

程师签

字

目录

第一章概况1

第一节编写依据1

第二节工作面位置及井上下关系1

第三节煤层2

第四节煤层顶底板3

第五节地质构造4

第六节水文地质5

第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况5

第八节储量及服务年限6

第二章采煤方法7

第一节巷道布置7

第二节采煤工艺7

一、采煤工艺简述：

7

二、采高和循环进度7

三、落煤、装煤、运煤7

四、爆破7

五、工作面正规循环生产能力计算：

8

第三章顶板管理9

第一节支护设计9

第二节工作面顶板管理11

一、控顶方式、支柱支设要求和放顶要求：

11

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18

二、工作面所需风量计算：

19

三、通风系统20

四、综合防尘22

五、防灭火23

第三节压风23

第四节排水23

第五节供电24

一、负荷统计及主变选型24

二、整定计算27

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28

第一节劳动组织28

一、作业方式28

二、劳动组织28

第二节作业循环28

第三节主要技术经济指标29

第六章质量管理30

第一节工程质量管理30

第二节煤质管理30

一、井下煤质管理30

二、地面煤质管理31

第七章安全技术措施31

第一节一般安全规定31

第二节顶板32

一、初次放顶32

二、顶板管理33

三、工作面冒顶处理34

第三节防治水36

第四节爆破37

一、使用爆破器材的安全技术措施37

二、正常爆破安全技术措施37

三、处理拒爆、残爆的安全技术措施39

第五节“一通三防”与安全监控39

一、防止瓦斯措施：

39

二、防火40

三、防瓦斯41

四、防尘42

五、安全监控42

第六节运输42

第七节机电43

第八节其他44

第八章现场安全确认准许作业制度44

第九章灾害应急措施及避灾路线48

一、避灾应遵循的原则48

二、应急措施48

三、避灾线路49

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、《贵州省煤矿安全质量标准化标准》

6、经审批的《11093回采工作面地质说明书》

7、经审批的《11093工作面方案设计及批文》

8、丰胜煤矿2012年度生产接替计划

9、《丰胜煤矿安全专篇》

10、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

1、工作面的位置：

11093回采工作面位于一水平、一采区，+1470m～+1515m标高，走向长125m，倾斜长83m，斜面积10375m²，西邻上部采空区，东为深部未开采区，南至F7断层保安煤柱线，北至回风井保安煤柱线。

该采面地面标高为+1705m～+1685m，对应地表为坡地，局部有建筑物，地势起伏较大。

2、回采对地面的影响：

本工作面的平均开采深度为235m。

地面为坡地，局部有建筑物和其他设施，回采对地表影响很小。

3、工作面相邻的采动情况以及影响范围：

11093工作面位于1470～1515m区段的南翼。

南至F7大断层保安煤柱线，北到回风井保安煤柱线，上为采空区，下为未采区。

煤层名称

9#

水平名称

一水平

工作面名称

11093工作面

地面标高（m）

+1705.000～+1685.000

回风巷标高（m）

1515

运输巷标高（m）

1476

地面位置

11093回采工作面地面相对位置位于保华乡大陆村，大陆沟以东，地表为山地地带。

井下位置及四邻采掘情况

工作面位于一水平1470～1515m区段的南翼。

南至F7大断层保安煤柱线，北到回风井保安煤柱线，上为采空区，下为未采区。

回采对地面

设施影响

本工作面的平均开采深度为235m。

地面为坡地，周围无建筑物和其他设施，回采对地表影响很小。

走向长度（m）

125

倾斜长度（m）

83

煤层厚度（m）

1.85

面积（m2）

10375

可采指数

1

表1-1工作面位置及井上下关系表

第三节煤层

１、煤层厚度：

煤层厚度1.75-1.95m，平均厚度为1.85m。

２、煤层产状：

煤层走向185°、倾向87°、倾角30°-32°，平均31°，工业储量约2.68万吨。

３、9煤层，为低磷、高硫、中灰份的焦煤，比重1.4t/m³。

第四节煤层顶底板

1、煤层顶板（伪顶、直接顶）：

直接顶为灰、深灰色厚层状灰岩、菱铁质粉砂岩互层，厚度＞8m；层理发育，层位、厚度稳定，抗压、抗剪强度较高。

伪顶为0.1m～0.25m，黑色含炭质粉砂岩，厚度不稳定，开采时随煤层一起脱层垮落。

２、煤层底板：

直接底板为浅灰色薄层状泥质粉砂岩（含有黑白相间的层纹）、菱铁质粉砂岩互层，厚度1.5m～3.5m，层位、厚度较稳定，抗压、抗剪强度低。

表1-3煤层顶底板情况表

类别

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

伪顶

黑色含炭质粉砂岩

0～0.25

黑色,厚度不稳定，开采时随煤层一起脱层垮落

直接顶

灰、深灰色厚层状灰岩、菱铁质粉砂岩互层

＞8m

灰、深灰色,层理发育，层位、厚度稳定，抗压、抗剪强度较高

直接底

浅灰色厚层状泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩互层

1.5～3.5

浅灰色，厚度较稳定，抗压、抗剪强度低

第五节地质构造

1、本工作面顶板岩石较硬，放顶时，顶板不易垮落，回采时应加强放顶管理。

2、由于工作面受F7大断层的影响，在形成过程中，若遇到落差大的断层，则在回采时需要进行补掘巷道，从而增加工作量。

4、在断层边可能顶板破碎，煤层松散，煤层倾角变陡等，回采时注意加强顶板管理，采取有效措施，确保安全生产。

5、工作面地质构造复杂，从风、机巷所揭露的地质情况来看，工作面断层频繁出现，落差在0.2m—12m，给工作面的正常推进带来较为严重的影响。

表1-4断层情况表

构造名称

走向（°）

倾向（°）

倾角（°）

性质

落差（m）

对回采的影响程度

F7主断层

48

312

53

正断层

42

小

Ff1

63

153

48

逆断层

1.2

小

Ff3

209

299

45

逆断层

2.0

大

Ff4

65

155

88

正断层

0.7

小

Ff5

95

185

60

逆断层

5.8

大

Fj1

62

152

47

逆断层

0.8

小

Fj2

122

212

48

逆断层

1.0

小

Fj3

65

155

88

正断层

0.65

小

第六节水文地质

一、11093回采工作面煤层（9#煤）的老顶其隔水性较好，但在裂隙发育地段，有利于地下水的渗入。

二、11093回采工作面上部为采空区，存在老窑水，开采过程中须严格按《防治水规定》进行探放水。

三、涌水量

1.正常涌水量：

3.0m³／h

2.最大涌水量：

4.8m³／h

第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况

1、丰胜煤矿属煤与瓦斯突出矿井，根据2010年瓦斯等级鉴定报告，相对瓦斯涌出量45.84m³/t，绝对瓦斯涌出量为14.07m³/min。

因此采煤必须严格落实“四位一体”的综合防突措施，加强通风、瓦斯管理，防止局部瓦斯积聚。

2、9#具煤层有煤尘爆炸危险性。

3、9#煤层为三类不易自燃煤层。

4、无地温危害。

5、无冲击地压危害，但在地质变化带矿压明显加大，必须加强巷道支护。

表1-5影响回采的其它因素表

影响回采其它地质情况

瓦斯

根据2012年瓦斯等级鉴定报告，丰胜煤矿属煤与瓦斯突出矿井

煤尘

9#煤层具有煤尘爆炸危险性。

煤层自燃

9#煤层为三类不易自燃煤层

地温

无地温危害

地压

无冲击地压危害

普氏硬度

煤层

夹矸

直接顶

直接底

1~1.5

3

2.5

第八节储量及服务年限

1、该工作面走向长125米，倾向长83米，煤厚平均1.85米，倾角31°,工业储量为：

125×83×1.85×1.4=26800吨，可采储量为：

125×83×1.85×1.4×0.95=25500吨。

2、工作面的服务年限=可采储量/设计月产量。

工作面的服务年限=25500/6616=3.9（月）

第二章采煤方法

第一节巷道布置

1、运输巷布置在+1476m标高，沿煤层走向掘进，断面10.6m²，采用锚杆支护，用途为运输、行人、通风。

2、回风巷布置在+1515m标高，沿煤层走向掘进，掘进断面

为10.6m³，采用锚网支护，用途为运料、行人、通风。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺简述：

本工作面采用走向长壁后退式采煤方法。

采煤工艺包括：

电煤钻打眼，爆破落煤，人工装煤，刮板输送机与皮带输送机运煤，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1.85m，循环进度为1.2m。

三、落煤、装煤、运煤

1、本工作面采用电煤钻打眼，爆破落煤，人工扒煤至搪瓷槽板内自溜至11093机巷的刮板输送机。

经皮带刮板运输机运至+1476m煤仓，经主井皮带刮板运输机运至地面。

四、爆破

1、炮眼布置：

炮眼布置方式：

炮眼采用三花眼沿工作面布置，顶眼间距2.0米，底眼间距1.0米，顶眼距棚顶0.5米，底眼距底板0.35米，顶眼和底眼的间距1.0米，眼深1.2米，炮眼与煤壁的夹角69°，顶眼的仰角5°，底眼的俯角10°（后附炮眼布置图）

顶眼装药量300克，底眼装药量300克，炮眼封泥长度不得小于0.6米。

爆破方式：

采用串联法连线，正向起爆，一次装药、一次起爆，先底眼后顶眼。

（后附炮眼布置图和装药结构图）

2、爆破说明书

表2-1：

爆破说明书表

项目

内容

项目

内容

项目

内容

炮眼布置

三花眼

眼深

1.2m

联线方式

串联

眼距

1.0m

底眼口距底板

0.35m

起爆方式

正向起爆

炮眼与工作面交角

69°

顶眼口距顶板

0.5m

封泥长度

0.6

每眼装药量

300g

每次放炮数

44

一次装药量

13.2Kg

每循环眼数

132

每循环装药量

39.6Kg

一次起爆长度

28m

五、工作面正规循环生产能力计算：

根据：

Q循=L×L循×m×r×c

Q循=83×1.2×1.85×1.4×0.95=245.07t

式中L——工作面平均斜长

L循——循环进度1.2m

m——平均采高1.85m

r——三煤容重1.4T/m3

c——工作面回采率95%

月产量：

Q月=Q循×（月循环数）=245.07×27=6616.89t

第三节设备配置

表2-4工作面设备配置表

序号

设备名称

规格型号

数量

备注

1

风煤钻

ZQS-35/2.0

2台

备用一台

2

煤电钻

MZ-1.2型

2台

备用一台

3

刮板运输机

SGB420/30

SGB620/40

各1台

4

防爆开关

QBZ-80

3个

5

防爆馈电开关

QBZ-200

1个

6

综保开关

ZBZ-4.0

1个

7

皮带

DTS80/40/2x30

台

1

8

单体液压支柱

DW25-300/100

660根

备用60根

9

铰接梁

550根

备用30根

10

π梁

60根

备用10根

11

搪瓷溜槽

100块

备用20块

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面采用全部垮落法管理顶板，最大控顶距4.8米，最小控顶距3.6米，放顶步距1.2米。

二、支护方法

根据工作面采用单体液压支柱配铰接梁组成的支护形式，排距1.2m，柱距0.6m。

根据工作面地质条件选用DW25-300/100单体液压支柱，其设计支撑能力为25T/根。

单体液压支柱工作阻力系数取0.7，支柱的实际支撑能力为：

Rt=25×0.7=175KN/根。

①、支护强度计算：

Pt=9.81hrk=9.81×1.85×2.6×5=237（KN/m²）

Pt：

工作面合理支护强度KN/m²

h：

工作面采高取1.85m

r：

直接顶岩石容重取2.6t/m³

k：

上覆岩层厚度与采高比本工作面取5。

②、支柱实际支撑能力计算：

Rt=RK=250×0.7=175（KN/根）

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0.7。

③、工作面合理的支护密度计算：

n=Pt/Rt（根/m²）=237/175=1.35（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。

根据工作面的支柱密度1.35根/m²，由于工作面选用1.2米长的铰接顶梁，确定工作面支柱排距为1.2m，柱距为0.6m。

4、支护密度验算如下：

工作面支护强度：

P=（6～8）hr/㎡=6×1.85×2.6=29吨/㎡

根据工作面实际情况，工作面斜长83米，工作面最大控顶距为4.8m。

因此采场最大面积S=83×4.8=398m2，所以工作面基本柱支设的单体支柱数n=83÷0.6×4=554根，则支护密度为554/398=1.39根/m2；DW系列单体液压支柱的额定承载能力为25吨，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.95的系数，则每根支柱的承载能力为25×0.95=23.75吨，而工作面顶板支护所需的支护强度为29吨/m2，而支护实际提供的支护强度为1.39×23.75=32.94吨/m2，因此工作面支护密度按排距1.2米，柱距0.6米设计能够满足采场支护的要求。

因实际支柱支护强度32.94t/m2>工作面顶板所需支护强度29t/m2，所以确定排距为1.2m、柱距为0.6m满足支护要求。

三、乳化泵站设计：

采用乳化泵供给，乳化泵安装位置在地面。

使用乳化液人工配比器，乳化液浓度为2～3%，泵站压力达到18MPa以上。

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：

采用全部垮落法管理顶板，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）、支柱必须成组平行，不缺梁少柱，采用挂线采煤，单体液压支柱要打成直线，单体液压支柱要迎山有力，迎山角3°~5°，不退山、不过山，支柱初撑力不得低于90KN，测压计测定不得少于12Mpa。

（2）、工作面煤壁采直，无伞檐穿裙现象。

（3）、棚顶要背严实，杂木棍每两根为一组，每组铰接梁背3组，杂木棍要过河，杂木棍长为1.0m，直径为50mm。

（4）、每一组梁之间必须打3根撑筒，撑筒牢固有力，撑筒材料用直径不少于50mm杂木棍。

（5）、支柱不得打在浮煤（或矸）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。

（6）、煤壁、顶板必须用竹帘、杂木棍关严，严禁空帮空顶，如出现空顶，则必须用老木子接好顶。

（7）、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。

（8）、单体液压支柱必须设置防倒绳。

（9）、工作面上、下安全出口高度不得少于1.6m。

（10）、工作面风巷、机巷距上、下安全出口20m范围内，必须采用单体液压支柱配铰接梁加强支护。

（11）、严格控制采高、排距、柱距，严禁超高、超宽、超排采煤。

（12）、工作面上、下出口必须先采一排采用液压支柱配π梁抬好“四对八梁”加强支护。

（13）、严禁使用失效单体液压支柱和不同性能不同类型的支柱混用，发现失效单体液压支柱必须及时进行更换，并作好明显标志，及时安排人员运至地面修理。

3、放顶要求：

（1）、回柱放顶前，必须从老塘过来第二码打好密集支护，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，另一人负责操作回柱器。

（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，可用木支柱替换的方法回出，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。

二、特殊支护形式：

在工作面压力过大，顶板破碎处或过断层、变薄带以及初次回柱放顶，必须架设以下几种特殊支架。

1、过断层：

当工作面遇到能直接推过的斜交式走向断层时，必须在断层上下20m范围内加强支护，要求在断层上下两盘各打一个丛柱，同时必须用开块配单体支柱迎着断层面打好斜撑支柱。

无法推过则另拟措施掘补充巷。

当工作面遇到能推过的倾向断层时必须在断层面两侧采双码放双码支柱，严禁采单码放单码支柱。

2、悬顶：

当工作面悬顶面积在2×5m（走向长×倾斜长）以下时，必须采用密集切顶，即在切顶线一码，柱与柱之间加带帽点柱，密集支柱间距为0.2m，并保证每隔2.4m留0.6m宽的安全出口。

但悬顶面积在2×5m²以上时则切顶线在打密集支柱的基础上再加打丛柱，工作面的丛柱必须沿倾斜方向每隔6m打一个；另外还要沿切顶线采用单体配边木抬倾向棚加固，悬顶时必须在靠采空区一侧打一排信号柱，其规格为走向间距4.0m，倾向间距为6.0m。

特大悬顶面积地段另编强制放顶措施。

3、变薄带：

当煤厚小于1.6m，且破底破顶比较困难时，采用2.0m开块作顶梁、直径不小于16cm新鲜圆木作支柱的倾向棚支护，采用一梁四柱；但工作面使用木支架支护时，必须成段使用，分段长度不小于4m，严禁圆木支柱与单体支柱混合使用，同时要求倾向棚必须首尾相接，严禁中间出现空顶。

如果变薄带无法推过，需做补充巷时，另编措施执行。

4、破碎带：

在顶板破碎地段必须加密支护，改用2.2m长的兀型钢梁配单体支护，二根梁为一组，实行交叉迈步前移，每组两根之间的距离为100mm，两组相邻梁的距离为500mm，组与组之间距离为600mm，每梁必须做到一梁三柱，支柱的排距为1000mm，兀型梁超前控顶距为1000mm；每一地段必须至少有三组兀型梁同时使用，严禁一组两梁同步前移，对于卸压支柱必须及时补齐，严禁出现空载支柱或卸压支柱。

三、各工序平行作业安全距离，回柱放顶方法，放顶区内支架和特殊支护回撤方式：

1、回柱放顶与采煤工作必须上、下错开20m距离，采煤超前。

2、回柱放顶方法：

采用回柱绞车或手摇回柱器回柱。

原则为由下而上，由里往外，先特殊支架后普通支架。

3、回撤密集丛柱时，必须按要求先支好新的密集丛柱后再回，并且做到新的密集丛柱要超前回柱点5m。

4、拆移运输巷、回风巷及安全出口的支护时，必须先对作业地点的支护进行加固，由里往外进行拆移。

5、工作面密集、木垛、丛柱等搬迁时，均必须布置好新的，方可拆除原有支护。

第四章生产系统

第一节运输

一、运煤路线：

工作面→11093机巷→1476煤仓→主井→地面

二、运料路线：

地面→副井→1515车场→11093回风巷→工作面。

三、运输、装载、转载方式，运输设备：

1、运输、装载、转载方式：

工作面采用搪瓷溜槽自溜，机巷、机石门采用刮板运输机和皮带输送机运煤，至1476煤仓，再通过主井皮带运送至地面经铲车运至煤平。

2、运输设备：

刮板运输机、皮带输送机、地面铲车。

四、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11093运输巷靠切眼段，为可移动设备。

2、刮板运输机安装在11093机巷靠石门段。

3、皮带运输机安装在主井1470至地面。

A、工作面输送机能力的确定

Q运≥[（LSmγc）/（5×2）]×1.5

Q运≥[（83×1.2×1.85×1.4）/（5×3）]×1.5=25.79

式中：

Q运-输送机小时输送能力，t/h；

L-工作面长度，m；

m-采高，m；

S-工作面推进度，m/d；

γ-煤的容重，t/m3；

c-工作面的回采率，%；

1.5-运输不均衡系数;

3-每日生产班数;

5-每班运输时间,h。

工作面输送机选型原则：

刮板输送机输送能力应大于采煤

机的最大生产能力，一般取1.2倍。

要根据刮板链的负荷情况，

确定链条数目，结合煤质硬度选择链条的结构形式，煤质较硬

块度较大时优先选用双边链，煤质较软时可选用单链或双中链。

B、工作面运输巷设备选型

带式输送机选型：

输送机宽度：

B=

式中：

Q-工作面设计高峰生产能力，t/h；

K-断面系数，K值与物料的动堆积角ρ及带宽B有关。

C-倾角系数；

γ-物料的散密度，t/m3；

v-带速，m/s；

ζ-速度系数；

B-输送带宽度，mm。

断面系数K

B

（mm）

ρ

15°

20°

25°

30°

35°

K

槽形

平形

槽形

平形

槽形

平形

槽形

平形

槽形

平形

500

650

300

105

320

130

355

170

390

210

420

250

800