10902采面规程Word格式文档下载.docx
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第六节煤层、煤尘、二氧化碳、煤层自燃
第七节影响回采的其它因素
第八节储量及服务年限
第九节存在问及建议
第二章采煤方法
第一节巷道布置
第二节采煤工艺
第三节设备配置
第三章顶板管理
第一节支护设计
第二节工作面顶板管理
第三节顺槽及端头顶板管理
第四节矿压观测
第四章生产系统
第一节运输系统
第二节通防与监控系统
第三节排水系统
第四节供电系统
第五节通讯照明系统
第五章劳动组织和主要经济技术指标
第一节劳动组织
第二节主要经济技术指标
第六章灾害预防及避灾路线
第七章安全技术措施
第一节一般规定
第二节顶板管理
第三节防治水
第四节瓦斯防突管理与煤尘
第五节爆破管理
第六节通防及安全监测
第七节运输管理
第八节机电管理
第九节其它
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
10902工作面位于矿井一采区西翼10901采面采空区下部（已留10煤柱），东翼上部未布置工作面，北部为1333皮带运输上山和井筒、水泵房及1333西抽放巷，南部为1333东抽放巷及10104采空区，西至采区边界F12号断层，南至F11号断层隔水煤柱。
地面上相对于主斜井井口西部240m-470m山坡处。
第二节煤 层
含煤地层为龙潭组，平均厚352m，为海陆交互相碎屑沉积，含煤20-30层，含煤总厚21.55m，含可采煤层9层，平均总厚15.05m。
地层倾向南西，倾角700-850，由东向西变陡。
C9煤层距C8较近约2-5米，厚度为1.5-3.6m,平均2.5m，属较稳定煤层。
常含夹矸2-3层，结构较复杂。
第三节地质构造
10902采面双切眼掘进从已揭露10902回风巷和10902运输巷分析，该巷道掘进，煤岩层断裂不发育,地质构造简单。
第三节煤层顶底板
C9号煤层顶板细砂岩、粉砂岩，底板泥岩。
第四节地质构造
10902工作面从运输巷、回风巷、切眼实际揭露巷道情况看,地质构造简单。
煤岩层呈单斜产出,产状：
倾向1880,走向980，倾角700。
第五节 水文地质
10902采面从地面上看，无河流、湖泊等水害的威胁，有每年5月～9月份大气降水补地表岩层水渗透；
从井下分析：
10902上部有采空区（已留10m煤柱），有水自行流出至1333运输石门水沟排出；
10902回风巷部分块段有淋水涌出，通过该巷道水沟至1378石门水沟排出，10902运输巷道实际揭露干燥无水。
从以上分析10902工作面回采中水文地质条件简单。
预测最小涌水量2m3/h。
最大涌水量15m3/h.
第六节瓦斯、煤尘、煤层自燃
经鉴定：
2011年度7月8日贵州省能源局文件“黔能源煤炭[2011]456号关于对水城县阿戛乡禹举明煤矿C1、C9、C13煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复”，批复结论：
（1）水城县禹举明煤矿C9煤层在鉴定范围（标高+1308以上煤层）内有突出危险；
属突出矿井。
煤尘爆炸指数Vd为4.46，具有爆炸性；
煤层自燃倾向性为Ц类，容易自然煤层。
第七节影响回采的其它因素
该工作面地温为正常区，无热害影响;
地压显现明显，在顶板裂隙发育地段突出,表现为顶板整体性破碎，易冒落；
该工作面应力集中区在上、下顺槽15M范围内。
第八节储量及服务年限
一、储量
10902工作面走向长315米，平均倾向长45米，采高2.5米，容重1.4吨/立方米，回采率按95％。
地质储量：
315×
45×
2.5×
1.4=49610（吨）
可采储量：
49610×
95％=47130（吨）。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=315/30＝10.5（个月）
第九节 存在问题及建议
1、10902工作面过顶板裂隙发育、易破碎、易冒落块段时，要采取措施，加强顶板管理。
2、回采中，要做到湿式打眼，放炮使用水炮泥，放炮前后喷雾洒水等综合防尘措施。
3、提高10902工作面回采率，充分利用煤炭资源。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
10902工作面运输巷和回风巷沿C9号煤层布置的,巷道断面为梯形：
上净宽2.0米,下净宽3.0米，净高2.4米。
运输巷用于工作面采煤期间运输、进风、行人、排水;
回风巷用于工作面采煤期间回风、运料、行人等功用；
切眼用于工作面回采推进、进风和运输。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
根据该面煤层赋存情况及我矿技术装备和技术管理水平，以及巷道布置方式和以往的开采经验，该面采用柔性掩护支架走向长壁后退式采煤方法开采10902工作面。
采煤工艺由落煤、装煤、运煤、支护、移架等主要工序组成。
进风巷道的布置方式为运输巷进风巷道，上部回风巷为回风巷道，采用上行式通风方式。
东段尚未构成通风系统，需补掘1378回风巷与1378石门贯通；
运输巷需与1333东抽放巷补石门贯通形成进风和运输系统。
二、采煤方法
该面采用走向长壁后退式采煤方法开采。
工作面配备为炮采，采用ZQS.40/2.1型手持式风煤钻打眼，放炮落煤，人工攉煤，工作面采用搪瓷溜槽自溜运输，八字型柔性支架支护、移架完成一个循环工艺。
（一）落煤方式
1、落煤方式采用人工打眼，从下往上爆破落煤方式。
（1）使用ZQS.40/2.1型风煤钻，侧式供水，湿式打眼。
（2）工作面采用微差爆破技术爆破落煤。
①爆破材料及器材的选择：
《1》炸药选用煤矿许用３＃乳化炸药，药卷直径为32毫米，重量为150克/卷。
《2》雷管选用煤矿毫秒电雷管;
桥丝为镍铬线，铁脚线，电阻为6.0欧姆。
《3》发爆器使用MFB－100型，最大起爆能力100发。
《4》必须使用铜质双蕊橡套阻燃电缆线作放炮母线，不得使用其它胶质电线代替。
②爆破技术参数：
（1）炮眼布置方式：
工作面炮眼布置及装药结构示意图
爆破设计说明表
炮眼
编号
名称
深度
（mm）
封泥
长度
（m）
角度
单眼
装药量
装药
量Kg
倾向
间距
起爆
顺序
联线
方式
备注
1
1.00
0.5
90°
450g
11.5
2
一次
大
串
联
0.5
3
4
5
6
7
8
2
9
10
（2）关于装药、联线、爆破的规定
装药、联线、放炮起爆只能由专职爆破员进行操作,采煤班长可协助放炮员递送爆破材料,采煤班长必须熟悉爆破材料的特性。
具体操作按后面的爆破安全技术措施进行爆破作业。
采面只能采取正向装药方式，严禁反向装药。
2、落煤要求及安全措施：
（1）工作面采用从下往上逐步进行落煤，每个循环落煤深度为1.0m,在放炮落煤之前，必须用单体支柱对放炮落煤段的掩护支架上下方进行加强支护，防止放炮时掩护支架下滑。
（2）必须坚持湿式打眼，定炮使用水炮泥，封泥量达到要求，防止放炮打筒。
（3）认真掌握好眼位及角度，达到爆破后进尺够数，煤体爆破均匀，煤壁平直，不留顶底煤及伞檐和础根，不破坏顶板。
（3）定炮时，严格按爆破技术参数定炮，采用正向定炮方式，严禁反向定炮，放炮、定炮人员必须认真区别雷管的各段之间不同脚线的标志，不得错装或跳段使用，不同厂家不同系列的雷管严禁掺杂混用。
（4）必须采用串联方法联线放炮，严禁有并联或混联，所使用的毫秒雷管必须经过严格的检查，确认无误后方可起爆。
（5）顶板破碎处除加强支护外，可缩小眼距，减少装药量及联炮个数，由现场跟班人员及时向技术部门汇报，视情况改变爆破参数。
（6）放炮员必须持证上岗，联线放炮只能一人操作，放炮采用下拉线方式（放炮站设在1333永久避难硐室内），放炮安全距离不得小于300米，工作面严禁使用两台发爆器放炮。
（7）一次拉炮长度不得超过10米，一次装药必须一次全部起爆。
（8）严格执行放炮“一炮三检”制度。
（9）风量达不到本规程要求时，严禁放炮。
炮前炮后要洒水降尘。
（10）每次放炮前都必须检查瓦斯浓度，在放炮地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须立即停止放炮，采取措施。
（二）装煤、运煤
1、装煤：
工作面采用人工装煤方式。
2、运煤：
放炮落下的原煤，通过铺设的搪瓷溜槽自溜到超前平巷内，然后通过刮板机或皮带转至1333运输石门皮带和1333皮带上山至1388煤仓，放入主井皮带运输机运出地面。
（三）采高
根据煤层赋存情况，确定采煤层全高，即采高为2.5米。
（四）循环进度
采用正规循环作业方式，每班采伪斜长36米,每天1.2个循环，循环进尺1.0米，每月推进30米。
三、工作面每班正规循环生产能力
W=L×
S×
h×
r×
C＝36×
1.4×
95%＝120（t）
第三节 设备配置
一、设备配备情况
序
号
类别
设备名称
型号
主要技术参数
功率kw
单位
使用
备用
合计
工
作
面
搪瓷溜槽
块
90
30
120
柔掩支架
架
664
784
风煤钻
ZQS.40/2.1
台
注液枪
DZ-01
额定工作压力10-25MPa
只
发爆器
MFB-100
单体液支柱
DW22-30/100
支撑1440-2240mm
额定工作阻力300KN
根
50
60
运
输
巷
乳化液泵
WRB63/20
额定电压660/380V
乳化液泵箱
XPXTA
公称压力＜35MPa
40
金属铰接梁
HDJA-1000
长度1000mm
11
刮板运输机
SGB420/40T
12
主斜井
皮带运输机
DTL80/20/250
宽度800mm带速2.0/s电机功率250kw
250
13
回
风
14
15
回柱绞车
JH2-8
17
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
（1）采面采用八字型柔性掩护式支架支护。
架子梁排距（中—中）0.143m，即要求每米安装7排。
架子装好后，地沟内要及时打双排点柱，点柱打在地沟两侧，点柱采用DW25-30/100型外注式单体液压支柱。
点柱走向间距3-5m。
架上铺设金属网，金属网与掩护支架间铺设防水雨布。
架子上用2根直径28mm钢丝绳作为背绳，架子下用4根直径28mm钢丝绳作为托绳，钢丝绳接头处搭接不少于3m，绳卡子不少于6个。
支架紧根顶板安装，沿煤层走向方向摆正，第一根钢梁安装紧贴迎头，托架大绳拉直使上劲，位置符合要求，卡子螺帽拧紧，钢梁呈紧密排列，架尾加固两道不少于2m长的托梁；
架子初始安装及安装完毕时，将架子尾部大绳挽回3.5m，用4-6道卡子与钢梁卡紧。
（2）八字型柔性掩护式支架在架子上方有2根直径28mm钢丝绳作背绳，架子下有4根直径28mm钢丝绳作为托绳。
钢丝绳均用卡子固定在柔性掩护支架上，因此，柔性掩护式支架不会发生倒架。
由于采面采用DW25-30/100型外注式单体液压支柱作点柱配合掩护支架支护，点柱间距为3-5m。
需用细钢丝绳将单体液压支柱与柔性掩护式支架联接在一起，预防单体液压支柱卸压倒下伤人。
二、乳化液泵站
（一）泵站及管路选型、数量
乳化泵选用XRB63/20乳化泵两台，装备水箱一个。
输液管路选用高压胶管，耐压45Mpa以上。
（二）泵站设置位置
泵站安设在地面机修车间处，液压管经副斜井→1378车场→1378运输石门→10902回风巷→10902采面。
（三）泵站使用规定
1、乳化液泵工必须经过培训并取得合格证后方可上岗操作。
2、乳化液泵站和液压系统完好，不漏液，压力大于等于18MPa，乳化液浓度不低于2％～3％，使用乳化液自动配比器，用折射仪现场检测乳化液浓度。
3、工作面泵站必须配备备用泵，并保持完好。
第二节工作面顶板管理
一、采面掩护支架初次安装
在布置完成工作面运输巷、回风巷已经开切斜巷后，然后将预先加工好的八字形掩护支架（该掩护支架采用11#矿工钢制作，其规格为2.3—2.8m长）在里处切眼向工作面回风巷安设掩护支架,在安装过程中采用4根直径28mm的钢丝绳对支架四边进行连接，支架与支架之间用规格钢绳和支架之间用螺栓和垫板固定，支架上方铺上锚网、隔水棚和荆笆。
在工作面支架安装完成后采用单体液压支柱从下往上进行调架，使支架下采面的空间满足行人、通风、采煤等要求。
掩护支架调整安装好一段时间后将平巷支架撤除，巷道上方的煤柱随之冒落，使掩护支架上面有一层碎煤和矸石做垫层，用以保护掩护支架。
在采面回风巷内超前安装掩护支架的长度不得小于5m。
见附图
二、正常工作时期顶板支护方式
1、八字型柔性掩护式支架在架子上方有2根直径28mm钢丝绳作背绳，架子下有4根直径28mm钢丝绳作为托绳。
由于采面采用DW25-30/100型外注式单体液压支柱作点柱配合掩护支架支护，点柱间距为5000mm。
2、工作面采用搪瓷溜槽自溜，由于采面倾角较大，在采面每隔30m设置一组挡矸栏，预防采面的飞石跑矸滚落伤人。
挡矸栏采用两根直径为14cm的圆木和12号钢筋制成的100×
100mm网孔的金属网组成。
3、支护及调架：
工作面原煤出完后，必须对掩护支架进行下滑调整，调整支架时，必须从下往上逐一调整，在调架过程中必须对所调区段支架的上方及下方支架进行加强支护，每段下滑调架距离不得超过5m，在下滑调架的过程中，只允许一人在调架区段进行作业。
4、拆、装支架：
在工作面推进一定距离后，必须进行拆、装支架，拆架工作在工作面超前平巷内进行，拆架之前必须对超前平巷尾部落平的支架进行支撑和清理，确保拆架的退路畅通。
拆除的支架通过溜煤小眼下放到工作面运输巷，最后用材料车通过工作面运输巷、运输石门及轨道上山运至工作面回风巷进行安装。
安装支架之前必须先对安装区段进行开挖地沟，地沟深度为0.8—1.0m，接好支架连接钢丝绳，支架与支架之间用方木固定好，然后上好固定螺栓。
三、正常工作时期的特殊支护形式
（1）端头支护
工作面上、端头采用采用平段子支护，长度不少于5m，压实碴不少于4m。
每次摆架和移、回梁棚后，回风巷采空区口到架头第一根钢梁的距离不得超过1.5m。
在下出口至采空区的柔性式支架下采用单体液压支柱打成双排托梁加强支护。
拆除支架时，人员必须站在支护完好的地方进行。
（2）地沟技术要求：
地沟卧在架子中间位置呈倒梯形，始终超前架头2m,保持畅通无阻，地沟高不少于1.2m，地沟上宽1.6m-1.8m，地沟下宽1.2m-1.6m。
（3）超前支护
工作面超前支护长度不得小于20米，上下帮各打成一排,支柱之上使用金属铰接顶梁，一梁一柱，并使用好定位销,顶梁必须铰接，打成直线，支柱支设在顶梁中间，初撑力不小于50千牛（6.4Pa）。
四、特殊时期的顶板管理
（一）初次来压及停采前的顶板管理
根据顶板运动参数及我矿C1煤层开采的经验，C1煤层直接顶初垮步距在12米左右，老顶的初压步距为15～23米，周压步距为10～12米左右。
工作面直接顶初次垮落（初次放顶）前、老顶初次来压前、来压时、周期来压时、停采前，都必须加强工作面的基本支护和特殊支护，支护必须达到《煤矿安全质量标准化标准》及本作业规程支护质量要求，确保工程质量达到合格品以上。
工作面的上、下安全出口保持畅通，高度不低于1.8米，靠近工作面20米范围内的上下出口必须加强支护，用单体液压支柱配金属铰接顶梁打好超前支护，加强长度为单排20m，双排10m。
当工作面推进距离达到直接顶初垮步距（初次放顶距）12米仍未冒落时，必须采取强制放顶措施（另编制强制放定措施）。
五、工作面收尾
当工作面推进到停采线前，在停采线靠工作面一侧掘进两条收尾眼（本设计中工作面收尾眼兼作工作面运料眼，工作面开始回采前已经施工），两眼相距5-7m，并沿倾斜每隔5-8m用联络平巷连通。
工作面收尾时，在架头掘进超前地沟3.5m，支架安装过架内眼1.0m后停止安装支架，并在支架头蓬2.5m的走向风沟。
当回头推进至架内眼附近时，架头应保持一段2—5m的平架子，且仰角不得超过15O。
当架头下放至工作面运输巷上方2.5m后，停止下放，并在架外3—4m处加一个小眼，透联络平巷（收尾眼最下一道联络平巷距工作面运输巷上方2.5m），以确保收尾工作面通风。
第三节运输巷、回风巷顶板管理
一、工作面运输巷、回风巷的顶板管理
工作面运输巷、回风巷的超前支护应符合以下要求：
两巷超前支护长度（单排）不得小于20米，临近上下帮打成双排，支柱之上使用金属铰接顶梁，一梁一柱，顶梁必须铰接，打成直线，支柱支设在顶梁中间，初撑力不小于90KN。
超前支护一侧留有不少于0.8米宽的人行道。
二、安全出口
（1）工作面必须保证有上下两个出口，在工作面上端头、下端头位置，必须保证有不小于0.9米宽的人行道。
（2）上、下出口的高度不小于1.8米，当出口高度小于1.8m时，安全出口段必须卧底，使出口不低于1.8米，两巷净高不低于2.0米，宽度不低于2.0米。
人行道宽度不小于0.8米。
（3）上、下出口及煤壁线以外20米范围内支架必须完整无缺，所使用的端头特殊支护必须符合特殊支护支设质量要求，并保持出口的畅通。
三、支护材料使用数量、备用数量
回风巷超前支护20m，需要20根金属铰接顶梁，20棵单体支柱。
运输巷超前支护20m，需要20根金属铰接顶梁，20棵单体支柱。
第四节 矿压观测
一、矿压观测目的
1、摸清上覆岩层运动及矿压显现规律，解决顶板控制问题
2、摸清巷道围岩变形及支承压力分布规律，解决巷道布置及支护问题
3、研究支护在采场的实际支撑能力，为确定合理的支护参数提供依据
二、观测内容
10902工作面的矿压观测内容主要有：
支柱阻力观测、支柱阻力缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、运输巷超前支护范围内单体液压支柱阻力观测以及支护质量动态监测。
根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支护受力特点，支护对顶板的适应性和控制效果，超前支承压力影响范围和分布特点、顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行定期分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
工作面顶底板移近量利用测杆完成。
工作面支柱活柱缩量及钻底量利用钢卷尺完成。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及装、转载方式
1、运煤设备
初期：
工作面铺设搪瓷溜槽自溜运输，运输巷采用一部SGB420∕40T型刮板机，1333运输石门采用一部DTL65/10/22型皮带运输机,1333皮带运输上山采用一部DTL80/20/2×
40型皮带运输机将煤运至煤仓,主斜井采用一部DTL80/20/250型皮带运输机运至地面。
后期：
工作面铺设搪瓷溜槽自溜运输，运输巷采用一部DTL65/10/22型皮带运输机，1333运输联络石门采用一部SGB420∕40T型刮板机，1333东抽放巷采用DTL65/10/22型皮带运输机，1333运输石门采用一部DTL65/10/22型皮带运输机,1333皮带运输上山采用一部DTL80/20/2×
2、装、转载方式
10902工作面采用人工装煤至搪瓷溜槽，然后通过10902运输巷刮板机和皮带、1333运输石门皮带、1333皮带上山皮带运至煤仓、放煤至主斜井皮带运输至地面。
（二）辅助运输设备及运输方式
工作面需用的材料、设备等物资，采用1吨矿车或平板车经人工运输至10902回风巷，经人工运到工作面。
二、运煤路线
初期:
10902工作面→10902运输巷→1333运输石门→1333皮带上山→煤仓→主斜井→地面。
10902工作面→10902运输巷→1333东联络石门→1333东抽放巷→1333运输石门→1333皮带上山→煤仓→主斜井→地面。
四、辅助运输路线
地面→副斜井→1378车场→1378运输石门→10902回风巷→10902工作面。
附图：
运输系统示意图。
第二节通防与监控系统
一、通风系统
（一）风量计算
1.按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk=100×
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