炮采滑移支架工作面回采作业规程.docx

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炮采滑移支架工作面回采作业规程

第一章工作面概况

地面位置:

15071工作面北邻xx村、南临xxx，东临xx，西临桥板河，自北向南有一季节性河流通过。

地面标高为254m～280m，呈西高东低趋势，属典型丘陵地形。

井下位置:

15071工作面位于15采区下山上部，南临15轨道大巷，西有15091工作面采空区，北邻15111工作面，工作面标高为+0.6m～59.5m。

依据煤炭工业（集团）有限责任公司（通字（2005）12号）文件对大平矿区域划分：

该工作面回采段标高为+0.6~59.5m，处于无突出危险区域，所以15071工作面按无突出危险采煤工作面进行管理。

工作面参数:

工作面可推进长度240m,平均工作面长度65m,斜面积15600m2,煤层厚度3.0～21.8m,平均煤厚6.5m，工业储量14.7万吨,可采储量13.3万吨。

回采起止时间：

2007年10月1日至2007年12月25日。

第二章地质概况

一、煤层的赋存条件：

该面煤层赋存不稳定，结构复杂，煤层处于大冶向斜南翼，呈一倾向东北的单斜构造，煤层倾角0°～31°，平均20°，煤厚3.0～21.8m，平均6.5m。

二、煤层的顶底板情况：

老顶：

砂质泥岩，厚度为11.15m，深灰色,砂质,泥状结构,含植物化石和白云母片,中夹薄层细粒砂岩。

直接顶：

细粒砂岩，厚度为2.94m，浅灰色,主要成分为石英、长石，含炭质小白云母片。

伪顶：

根据该区钻孔资料，伪顶不发育。

直接底：

泥岩，厚度为8.32m，深灰色，含丰富的植物化石，中夹薄层灰岩。

局部见灰铁矿结核。

老底：

灰岩，厚度为7.06m，深灰色，隐晶质结构，发育有方解石脉，含燧石块及个体较小的科类化石。

附顶底板岩性柱状示意图T-2-1

第三章采煤方法及生产系统

该工作面采煤方法为走向长壁放顶煤一次采全高采煤法。

第一节回采巷道布置

回采巷道布置详见15071工作面平面图T-3-1。

第二节回采工艺

一、回采工艺流程

1、回采工艺过程：

检修----打眼放炮----移架采煤----放顶煤----移刮板运输机----交接班

采煤工艺过程见图：

T-3-2

2、落煤：

采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。

3、装煤:

采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。

4、运煤:

工作面采用SGW—150C型刮板运输机运煤，运输巷采用SGW—80T型刮板运输机结合SD—40型胶带运输机运煤。

5、工作面支护:

（1）、支护形式:

采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。

材料规格

名称

单位

指标

名称

单位

指标

支架高度

m

1.6-2.4

支架数量

架

70

支架宽度

m

0.96

支架最大件重量

Kg

800

支架长度

m

3.0

支架重量

Kg

1600

支架行走步距

m

0.8

工作液

乳化液，M-10乳化油浓度2~5%

顶板管理参数

最大控顶距

3600mm

支架中心距

1000±20mm

最小控顶距

3000mm

顶底板移近量

<200mm

放顶步距

800mm

（2）、滑移支架移架过程

炮后护顶（前伸翻转梁超前护顶）——收回翻转梁----提起四根立柱——前移顶梁及四柱——落四柱支撑顶梁——移托梁

（3）、移架操作顺序

①、放炮后伸出翻转梁超前护顶，在翻转梁掩护下采煤工手工落煤墙煤，刷出0.8m的移架步距宽度。

②、收回翻转梁。

③、操作手柄提起四根支柱，使柱跟脱离底板100mm。

④、伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。

⑤、顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到初撑力。

⑥、待刮板运输机移过后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移0.8m，恢复到炮前位置。

⑦、将各操作手把扳到“零”位。

6、放顶煤：

（1）、悬移液压支架前移过程中，部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出，剩余顶煤自悬移液压支架移过后从后挡矸板下放出。

（2）、放顶煤顺序：

由机尾向机头方向（由上而下）。

（3）、移架时同时作业数不超过5个，并观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板运输机。

（4）、移架时老塘侧使用旧皮带或椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。

（5）、放顶煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。

（6）、放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，当上尾巷瓦斯达到0.7%时，必须立即挡门，停止放煤。

待瓦斯浓度在0.5%以下时，才能继续放顶煤。

（7）、移刮板输送机后，清净机道浮煤，同时清净老塘侧手把以下浮煤。

7、移刮板运输机：

待当班采煤段老塘煤放完，攉煤工把浮煤清干净后，开始整体移当班采煤段刮板运输机，移刮板运输机宽度为0.8m，刮板运输机弯度不得超过40。

二、顶板支护设计

（一）顶板管理方法

采用全部垮落法处理采空区。

（二）控顶距与放顶步距

该工作面最大控顶距3.6m（机头处），最小控顶距3m，放顶步距0.8m。

见最大最小控顶距图T-3-3

（三）特殊支护

1、端头支护：

工作面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架，支架梁长3.6m,宽0.96m，紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚，托住下巷替换的矿工钢梁，摘除机头侧工字钢棚腿；工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护，支架梁长3.0m,宽0.96m，紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚，托住上巷替换的矿工钢梁，摘除机尾侧工字钢棚腿，交接要实，不实处用木楔背实。

2、超前支护：

在上、下付巷内，矿工钢段自工作面煤墙向外用1m铰接梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护。

安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达50kN以上，高度不低于1.8m，巷道下宽不低于2.8m。

运输巷应留有0.7m宽的人行道。

3、上、下付巷U型钢棚段用2.5m单体柱配合3m矿工钢梁替棚,替棚长度不少于5m；替棚后使用1m的铰接梁配合单体柱打上双排超前支护；烂帮漏顶及时处理，巷道高度保证不低于2.0m。

（四）尾巷回收

为防止上隅角瓦斯积聚，要求上尾巷与放顶线回齐，下巷尾巷可滞后2米回收，回收尾巷后放落顶煤，使用竹芭、椽子挡严蔽实。

（五）上、下付巷替棚

工作面上、下付巷内的矿工钢棚，超前使用单体柱替换棚腿不少于10m,U型钢段超前替棚不小于5m，替棚时使用2.5m矿工钢梁配合2.2m的单体柱套棚，若巷道超高，必须使用2.5m的单体柱配合3m矿工钢梁替棚，柱跟下站上铁鞋，替棚后使用防倒卡子将单体柱固定在铰接梁上，严防柱倒伤人，并使用竹笆、椽子将顶打严背实，替棚后巷高不低于2.0m,巷道下宽不低于3.6m,U型钢棚下宽不低于3.5m，棚距为0.6m。

工作面推进过程中超前1米使用小径木将矿工钢替换，有水段或压力较大段下尾巷采用2.4m坑木梁支护，上帮站单体柱，下帮站木腿。

附：

工作面支架布置图T-3-4

（六）顶板支护设计

1、相邻工作面矿压观测结果：

根据相邻工作面观测结果分析，该工作面直接顶初次跨落步距为7~8米，老顶初次垮落步距为10~15米，老顶的周期来压步距为8~12米，老顶为Ⅰ级老顶。

复合顶板结构：

顶煤----直接顶----老顶

2、采场控制设计

工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。

（1）、支

从直接顶初次跨落，老顶初次来压、周期来压进行计算，取其最大值。

①直接顶初次跨落期间的合理支护P1

P1=MzYzLz/（2Lk）

式中：

Mz----直接顶厚度2.94m

Yz----直接顶平均容重2.0t/m³

Lz----直接顶初次垮落步距7m

Lk----最小控顶距3m

则P1=（2.94×2×7）/（2×3）=6.86t/m2

②老顶初次来压期间合理支护强度P2

P2=A+MeYeCo/（4×Kt×Lk）

式中A----直接顶作用力

A=MzYzL/Lk

Mz----老顶垮落厚度2.5m

Yz----老顶平均容重2.0t/m³

L----最大控顶距3.6m

Co----老顶初次来压步距10m

Kt----岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N控制N=2.94/2.0=1.47Kt取1.47

Lk----最小控顶距3m

则：

A=（2.94×2×3.6）/3=7.05t/m²

P2=7.05+（2.5×2×10）/（4×1.47×3）=9.88t/m²

③、顶板周期来压期间的合理支护强度P3

P3=A+MeYeC/（4×Kt×Lk）

式中:

C----周期来压步距取8m

则P3=7.05+（2×2×8）/（4×1.47×3）=8.86t/m²

取三个时期最大支护强度,则合理支护强度为:

P=9.88t/m2

④、工作面支护密度G（根/米²）

G=P/Fn

式中:

F----支柱工作阻力40t/根

n----支柱工作阻力利用系数0.85

P----最大支护强度取9.88t/m²

则G=P/Fn=9.88/（40×0.85）=0.28根/m²

实际支护密度为：

Gs=4/（1*3）=1.33根/m²

Gs>G,说明工作面支护强度可满足安全生产需要。

（2）、护

①护顶:

工作面所选支架顶梁规格为:

长3000mm,宽960mm,可以满足护顶要求。

②护底：

该工作面支架底部采用Φ300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。

附：

工作面柱梁鞋使用情况表B-3-1

（3）、稳

P初=hr（cosα+sinα/f）/G实

式中：

h-----复合岩层厚度2.94m

r-----复合岩层密度2.0t/m³

α-----煤层倾角20°

G实------支护密度1.33根/米2

f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则：

P初=[2.94×2.0×（cos20°+sin20°/0.5）]/1.33

=7.17t/m2

=70.3kN

工作面实际支护密度为1.33根/㎡，则P初=7.17t/㎡=70.3kN/根。

三、爆破说明

1炮眼布置及特征：

炮眼布置采用三花眼，其特征详见炮眼布置图、炸药雷管消耗表。

2、爆破器材：

该工作面采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机配合1m的大麻花钻杆打眼，眼深0.8m，同排眼间距为2m，所用雷管为1~5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒，用MFB--200型起爆器起爆。

3、装药顺序：

顶、底眼均为1~5段毫秒管，颜色标记为红、黄、蓝、白、绿。

4、封孔方式：

采用水炮泥封孔，并用黄土填满封实，要求封泥长度不低于500mm。

5、联线方式：

串联。

6、放炮方式：

采用一次打眼，分组装药，分组起爆，一次起爆长度不超过35米，一次起爆雷管数量不超过35发。

附：

每十米炸药雷管消耗表B-3-2

炮眼布置图T-3-5

第三节通风及瓦斯监测系统

一、通风系统

1、新鲜风流

副井----西大巷----15机轨合一大巷----15轨道大巷---15皮带（轨道）下山----15下山二车场----15111下付巷----15111外联巷----15071下付巷-----工作面

2、乏风风流

工作面----15071上付巷----15071上付巷回风联巷----15回风下山----15专回----11回风上山----西风井----地面

附：

通风系统图T-3-6

二、风量计算

1、按瓦斯绝对涌出量计算

Q=100kq

式中：

k-----瓦斯涌出不均衡系数取2

q-----瓦斯绝对涌出量取2.1m³/min

则：

Q=100kq=100×2×2.1=420（m³/min）

2、按工作面同时工作的最多人数计算

Q=4nc

式中：

nc----工作面最多人数取80人

则Q=4nc=4×80=320m³/min

3、按炸药消耗量计算

Q=25A

式中：

A----一次放炮所需的最大炸药量取13.2kg

则Q=25A=25×13.2=330m³/min

经计算：

该工作面风量取最大风量为420m³/min。

风速验算

按工作面允许最低风速

Q=60×Vd×S最大

式中：

Vd-----工作面允许最低风速取0.25m/s

S最大----工作面最大断面积取3.2×2.0=6.4㎡

则：

Q=60×0.25×6.4=96m3/min

按工作面允许最高风速验算

Q=60×Vg×S最小

式中：

Vg-----工作面允许最高风速取4m/s

S最小----工作面最小断面积取5.22m2

则：

Q=60×Vg×S最小=60×4×5.22=1252.8m3/min

经计算和风速校检可知：

工作面配风量为450m3/min，即可满足生产需求，结合集团公司关于炮采放顶煤工作面风量不小于450m3/min，不大于900m3/min的规定，因此工作面风量确定为450m3/min，并根据瓦斯涌出量变化情况做适当调整。

三、瓦斯监测系统

1、在工作面安装瓦斯监控设备，分站位于15071上巷与15回风联巷内，回风巷安装两台高低浓度甲烷传感器，其中一台安装在距工作面上出口5~10m以内，报警点0.7%，断电点0.7%,瓦斯浓度达到0.7%时能自动切断工作面及上、下付巷内全部非本质安全型电器设备电源；另一台安装在距工作面上巷专回口10~15m处，报警点、断电点均为0.7%，复电点均在0.7%以下，断电范围：

工作面及上、下付巷内全部非本质安全型电气设备。

2、下付巷距工作面机头5~10米以内安装一台高低浓度甲烷传感器，报警点、断电点均为0.5%，复电点均在0.5%以下；断电范围：

工作面上、下付巷内全部非本质安全型电气设备。

3、当瓦斯监控系统出现故障时，必须及时处理。

处理故障时，要加强人工检查瓦斯，消除瓦斯积聚现象。

上隅角悬挂好便携式甲烷监测仪，每班班长必须随身携带便携仪，以便随时检查瓦斯。

附：

瓦斯监测系统图T-3-7

第四节压风自救系统

在下付巷内距切巷口50～100米处设置50个压风自救装置，在上付巷内距切巷口25～40米处设置50个压风自救装置，回风巷有人作业地点,每处安装5个压风自救装置，自救袋安装位置要便于使用，并经常维护，保证供风正常。

附：

压风自救系统图T-3-8

第五节供电系统

该工作面电源由15变电所向该工作面供电,总装机容量为384.2kW。

附：

机械设备配备表B-3-3

供电系统图T-3-9

第六节运输系统

一、运煤路线

工作面----15071下付巷----15111外联巷----15111下付巷----15111下巷溜煤眼----15皮带下山----15皮带巷----西+5皮带巷----主井底----地面

二、运料路线

付井----西大巷----15机轨合一大巷----15轨道大巷----15车场联巷----15071上付巷——工作面

附：

15071工作面运输系统示意图T-3-10

第七节洒水降尘及防灭火系统

一、综合防尘

（一）供水系统

高位水池-----副井——西大巷----15机轨合一大巷----15轨道大巷

----15车场联巷---15071上付巷---------------------------------

-15皮带下山-15二车场-15111下付巷-15111外联巷-15071下付巷—

----工作面

（二）、综合防尘设施的配备与安装：

１、工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置，保证正常开机喷雾。

２、上、下付巷按规定安装防尘管路及附属装置。

３、在上、下付巷距工作面安全出口50m范围内安装防尘水幕,在距工作面60~150m范围内，各安装隔爆水袋60个，水量不小于200L/㎡。

４、放炮使用水炮泥封孔。

５、在上、下付巷及工作面内采用浅孔动压注水。

二、防灭火系统

（一）防灭火系统管路安装同供水系统

（二）防灭火管理制度

1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。

2、井下供电必须做到“三无”、“四有”。

3、设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。

4、胶带输送机头必须配备2台合格的灭火器和0.2m3灭火砂。

第八节防排水系统

该工作面防排水系统为：

1、下付巷铺设水槽，保证水路畅通，采煤队人员注意观察水量变化情况，发现异常立即汇报。

2、工作面在回采过程中出现顶板水时，采煤队应立即采取用编织袋装煤闸水措施，下水槽将水引到两巷水沟内，防止水流冲刷巷道，影响安全生产。

3、排水路线：

工作面----15071下付巷----15111外联巷----15111下付巷----15皮带下山联巷----15皮带下山----15采区水仓----15下山泵房排出。

第四章劳动组织及正规循环作业图

第一节劳动组织

一、劳动组织方式：

采用“边采边准”的“三八”制作业方式。

二、劳动组织

附：

劳动组织表B-4-1

第二节正规循环作业

循环进度0.8米班循环数1个

循环率95%日循环个数3个

循环产量550吨班产量550吨

日产量1650吨月产量47025吨

回采率90%

附：

正规循环作业图T-4-1

第五章主要经济技术指标

附：

经济技术指标表B-5-1

第六章安全技术措施

第一节现场管理制度

工作面交接班制度

１、每班跟班队长、班长、验收员必须在井下现场交接班，交接班时要交待清楚上班遗留的问题，及下班会出现的问题，并填好相应记录。

２、跟班队长是现场管理的第一责任者，交接班时先检查工作面情况，并对上班遗留问题及当班存在的问题给班组长布置好，安排到位。

３、班组长交接班过程中，发现的主要问题应与跟班队长结合，控制好打眼、放炮等各个生产环节，指挥职工作业。

４、验收员交接班过程中应说明上一班存在的问题、顶板控制情况及压力分布情况，给职工讲明操作过程中应注意的问题，并填写相应记录。

５、在交接班过程中发现有重大不安全隐患，当班不能解决的，应及时向相关部门汇报，听候安排处理。

第二节安全技术措施

一、顶板安全技术措施

（一）工作面支架安装要求

1、工作面支架安装时必须编制支架安装专项安全技术措施，并进行会审。

2、工作面支架安装时必须在厂家技术人员的指导下，严格按支架安装安全技术措施执行。

（二）悬移液压支架使用操作安全技术措施

1、悬移液压支架操作人员必须经过专门培训，熟悉其性能、构造原理和液压控制系统，熟悉支架使用操作安全技术措施，能够按完好标准维护保养，熟悉顶板管理方法和工作面作业规程，经培训考试合格后方可上岗。

2、液压泵站压力设定20~31.5Mpa。

3、掌握好支架的合理高度：

2.2米，当工作面实际采高不符合上述规定时，应采取措施后再移架，支架内各立柱伸出长度应一致，其活柱行程保证支架不被“压死”。

4、采煤放炮前要先升紧前排支柱，防止放炮将前柱崩脱。

5、每班工作前要检查液压支柱工作状态，发现失效、漏液阀、柱、管，要提前更换,检查工作面支架的所有操纵阀手柄是否处于中间位置，如全部处于中间位置，打开总液压截止阀。

打开总截止阀时，必须由当班班长命令，班长在安排检查面内所有的手柄处零位后发令。

6、开总截止阀前要认真检查各管路、接头插销及U型卡连接状况，防止突然来压甩掉伤人，每次开停阀门时，操作人员要尽可能远离连接接头位置。

7、每次移架前都要先检查本架管线，清除架前障碍物，保证移架期间不出现挂、卡、阻现象。

8、不准随意拆除和调整支架上的安全阀。

9、支架前移时必须使立柱底盘脱离浮煤，不允许拖着立柱向前移动。

因特殊情况确需带压移架时，要有专人观察托梁、上挡矸板的情况，如有意外立即停止，待处理正常后再行操作；

10、执行拉线移架：

移架前要拉线，确保按照循环进度移架。

支架应保持一直线，其偏差不得超过±100mm，支架垂直顶底板，其歪斜小于±50，支架中心距1000mm，支架顶架要与顶板平行，相邻支架顶梁间的空隙40mm，最大不超过60mm。

11、悬移液压支架工操作时要掌握八项操作要领，做到快、匀、够、正、直、稳、严、净，即：

（1）、各种操作要快；

（2）、移架速度要均匀；

（3）、移架步距要符合作业规程规定；

（4）、支架位置要正，不咬架；

（5）、各组支架要排成一直线；

（6）、支架、刮板输送机要平稳牢靠；

（7）、顶梁与顶板接触要严密不留空隙；

（8）、煤、矸煤尘要清理干净。

12、、工作面要做到“四直”、“两通”，即煤壁直、柱腿直、托梁直、刮板运输机直，上、下端头安全出口保持畅通；

13、煤壁落煤后，必须及时移架，对空顶进行有效支护；支架前方煤壁片帮时，及时打开翻转梁，超前护顶。

14、回采过程中保持切巷与运输巷垂直，需要增、减支架时在机尾处操作，不够一架时使用兀型钢配合单体柱支护，严防顶空。

15、严禁在支架前方放顶煤；严禁进入支架后方；严禁支架前端距煤壁超过1m。

16、支架的前柱应与顶梁垂直，后柱要前倾3～5°，保证支护有力。

17、在支架后部的顶煤或顶板垮落物未达1.5倍支架高度时，工作面放炮时要在支架下进行临时斜撑支护，防止放炮冲击支架，向后产生位移。

18、支架向前推进两个步距后，若老空垮落物仍未达到1.5倍支架高度时，必须对顶煤或顶板进行强制放顶。

在老空垮落物高度未达到规定要求前，严禁放出支架后部煤。

19、煤壁炮眼眼口不得直对立柱，在工作面放炮前可在立柱前方吊挂胶带，把立柱的活柱部分及胶管、阀体掩护起来。

20、移架前，必须对移架安全情况进行全面检查，清理好退路，并指定有经验的人员观察顶板；

21、允许在托梁上、顶梁两后柱中间打临时支柱；

22、前移顶梁时，必须使顶梁落在托梁上。

顶梁前移受阻时必须停止移架，处理完毕后，方能继续移架。

23、移架人员必须站在上一架支架内操作下一架支架，面向下前方观察支架和煤壁情况，要保持支架垂直煤壁及输送机。

24、顶梁前进一个步距后，每个立柱都必须打足初撑力。

25、严禁两架支架同时降架移架。

26、移架时，搬动操作阀手柄要准确、迅速、到位，移架后确保支架、刮板输送机成一直线，要及时调整支架，使支架垂直于顶板，且顶梁与顶板呈面接触，若支架局部顶空不实时使用短坑木背在梁头处，保证支架顶梁整体平面好。

27、移架时，严禁人员站在支架与刮板输送机之间，移架时操作人员要密切注意观察面前煤帮顶板情况以及相邻支架、支架本身的液压管路等情况，发现问题应立即停止作业进行处理。

28、使用单体柱时要戴帽，防止支柱滑脱或顶坏支架，严禁硬拉硬拖支架。

29、工作面初次来压、周期来压前，必须安排专人及时循环注液，保证每根支柱初撑力。

30、相邻两架支架的顶梁高度差不能大于60mm。

31、待工作面所有支架全部前移一个步距并支撑合格后，方可前移托梁，移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，不允许顶梁压在托梁上，当每个顶梁与托梁的间隙在15～60mm之间时，方可前移托梁。

32、顶梁前端至煤壁可保留200mm左右的距离，当工作面有来压征兆时，支架及时缩到最小控顶距，支架及时前移，顶梁前端顶住煤壁；并对煤壁进行闭帮。

33、工作面来压的征兆是：

顶板有异常响动（顶叫）、顶板向下掉碎煤（石）屑（顶板甩渣）、煤壁片帮、安全阀向外滴液（安全阀流泪）；当工作面出现来压征兆时，适当提高泵站压力，保证工作面支架处于良好工作状态，支架接顶后保持2～3秒再停止供液。

在每一架