云冈矿综采二队作业规程.docx
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云冈矿综采二队作业规程
编号：
采041301
12＃层408盘区8828综放工作面
作业规程
大同煤矿集团公司云冈矿
二OO三年十二月
审批人员签字盖章
总工程师生产矿长
安全副总采煤副总
通风副总调度室
通风区安监站
技术科机电科
地测科管路区
煤质科企管科
工资科综采二队
技术主管编制
规程会审
时间：
2003年12月8日
地点：
调度中会议室
主持：
赵文宏副总
参加：
张懿柴关义苗昶李林旺孟瑞生
王吉行李占文高富张荣候建军
会审意见：
1、严格执行通风区制定的“一通三防”专项措施。
2、由放顶队制定初次放顶专项措施。
3、过小窑采空区前，由通风、地质等矿有关部门编制通风、防治水措施、区队编制过采空区措施，通风系统不合理，小窑积水未放清情况下停止开采。
4、尾部超前压力大时，及时编制支护修改措施。
5、要求安监、通风、防尘认真贯彻措施，中班放炮时间严禁进入408盘区12#层综采二队工艺巷放炮后炮烟经过的所有巷道。
6、每次放炮前必须冲洗工艺巷道。
7、初次及步距放顶炮炮孔底至煤壁水平距离不得少于5米。
8、严禁人员在各种机电设备上操作或休息，运输机司机严禁坐在减速机上取暖。
9、回风绕道、风门等通风设施附近禁止堆放物品，
10、回风巷禁止存放油脂等易燃物品。
11、各转载点必须设置可靠的防护栅栏。
目录
第一部分：
技术论证
第一章：
工作面概况1
第二章：
技术论证6
第二部分机采部分
第一章：
采煤方法9
第二章：
煤体松动预爆破9
第三章：
顶板管理12
第一节：
顶板支护12
第二节：
放顶16
第三节：
矿压观测17
第四章：
煤体注水18
第五章：
喷洒阻化剂19
第六章：
作业方式、劳动组织及主要经济技术指标20
第七章：
生产工艺22
第八章：
生产系统25
第九章：
一通三防管理27
第十章：
安全技术措施32
第三部分：
工艺巷部分
第一章：
施工三种钻孔的顺序40
第二章：
安全技术措施41
复审记录
时间
地点
主持
参加人员
复
审
意
见
云冈矿综采二队12#层408盘区
8828综放工作面作业规程
第一部分技术论证
第一章工作面概况
一、工作面井上下位置及邻近情况
1、地质构造
本工作面煤层整体呈一西高东低的单斜构造，头部煤层倾角较大，达6度，工作面圈定过程中，共揭露断层3条，冲刷6条，具体位置参数详见《408盘区12#层8828工作面地质说明书》。
2、煤层厚度
本工作面煤层厚度较为稳定，局部赋存夹石1-2层，由于受冲刷的影响，在冲刷范围煤层厚度变簿，最低5.2米。
最厚7.9米，平均6.95米。
3、顶底板情况
煤层直接顶为细及中砂岩，厚度3.3-31/16.2米。
灰白色，矿物成份以长石，石英为主，具水平层理，含云母等暗色矿物，直接底为粉及细砂岩，厚度为0.3-3.0米。
浅灰色，含暗色矿物。
4、四邻情况
本工作面东部为408皮，西部、南部至矿界。
北部为8826已开采。
5、水文、瓦斯、煤尘状况
本工作面上覆3#层为武警专科学校，荣花皂后沟煤矿，已采空，2002年8月经地面物探及钻探证实，无大面积积水存在，但不排除局部低洼处存在少量积水，另外，荣花皂后沟煤矿主付井从本工作面上覆穿越，据查3#层以下井筒内充满积水，共约3000吨，因而必须对其进行疏放，确认无水后本区段方可进行开采。
煤层爆炸指数为34.3%。
发火期为6-12个月。
瓦斯最大涌出量1.5立方米/分，二氧化碳最大涌出量0.8立方米/分
二、巷道布置
1、巷道形状与断面规格
8828工作面巷道形状均为矩形，规格如下：
2828巷为机轨合一巷，规格为掘宽4.6米，掘高3.0米，见底留顶掘进，净高2.6米。
5828巷为回风运料巷，规格为掘宽3.5米，掘高3.3米，净高2.85米。
2828-1及2828-2巷为工艺巷，掘宽3.0米，掘高2.3米，净高2.15米。
5828-1巷为回风尾巷，掘宽3.0米，掘高2.3米，净高2.15米，见顶留底掘进。
8828巷为工作面切巷，掘宽7.5米，掘高3.0米，净高2.85米。
2、巷道布置方式
8828工作面顺槽大致沿煤层倾向布置，工作面切巷大致沿煤层走向布置，垂直于顺槽。
3、巷道支护材料与支护形式
采用树脂、金属锚杆、混凝土托板、锚索支护管理顶板，金属锚杆直径为16mm，长1700mm，锚索长6.0m，顶板破碎时采用木腿钢梁支护。
2828、5828巷锚杆、锚索联合支护，锚杆排间距为1.0×0.8米，托板垂直巷道方向布置，锚索沿巷道顶板中线，每4米1根，巷道两帮分别布置两排护帮锚杆。
8828切巷锚杆支护的排间距均为0.9×0.9米，托板垂直切巷方向，三排锚索，排距为3.6米。
2828-1、5828-1及2828-2巷锚杆支护，排间距为1.0×0.8米，托板垂直巷道方向布置。
4、煤柱尺寸
8828工作面顺槽与相邻的8826工作面顺槽间煤柱为20米。
5、峒室
在2828顺槽皮带头处掘一个皮带头峒室，中部掘中间驱动峒室，在5828巷每隔350米左右掘一对绞车窝，在切巷的头、尾各掘一对绞车窝，在切巷的中部掘一绞车窝，在切巷的尾部作一采煤机吊装峒室，在5828巷中部及尾部各掘一个车场，尾部掘一个支架组装峒室。
6、停采位置
工作面距408皮40米处为停采线。
三、工作面参数
1、本工作面走向长1631米，倾向长140米，可采走向长1591米，面积228340平方米。
2、煤层距地表距离为350米左右。
3、8828综采工作面煤层厚度为5.20-7.90米，平均厚度为6.95米，工作面工业储量为202.8万吨，回采率82%，可采储量为183.8万吨。
4、工作面可采期
8828综采工作面循环进度0.5米，循环产量511.54吨，日循环个数6个，日进度3.0米，月进度90米，日产量3069.24吨，月产量92077.2吨，可采期为599天。
四、机电设备技术参数
1、工作面：
MGTY—300/700—1.1D采煤机一台；ZFS—7500支撑掩护式液压支架88架；ZFSG—6800过渡支架7架，ZFSD—5600端头支架1组，SGZ—830/630型、SGZ—764/400型刮板运输机各1部。
顺槽皮带输送机采用SSJ—1000型，铺设长为1631米。
顺槽转载机采用SZZ—880/220型。
2、主要设备布置（见附图1-1-1）
（1）2828巷：
SZZ—880/220型转载机一部，PCM—160锤式破碎机一部，SSJ—1000型皮带输送机一部。
（2）2828巷：
KBSGZY—500KVA移动变压器两台，KBSGZY—630KVA移动变压器二台；KBSGZY—800KVA移动变压器一台，KBSGZY—1000变压器二台，BGPQL—6高压开关二台；KPB315—16A喷雾泵一台，GKB400/31.5乳化液泵两台；ZK—3控制台一套；DW80—200A馈电开关一台；各种低压开关、绞车。
（3）工艺巷：
TUX－75液压钻机二台，KHYD75DIA－3岩石电钻4台。
（4）机电设备配备表如下
序号
名称
型号
功率KW
数量
1
采煤机
MGTY300/700-1.1D
700
1
2
前运输机
SGZ-764/400
400
1
3
后运输机
SGZ-830/630
630
1
4
转载机
SZZ-880/220
200
1
5
破碎机
PCM-160
160
1
6
乳化液泵
GKB-400/31.5
600
2
7
皮带机
SSJ-1000/3×200
600
1
8
喷雾泵
KPB-315/16A
4
2
9
岩石电钻
KHYD75DIA
3
4
10
液压钻机
TUX-75
4
2
型号
名称
初撑力KN
工作阻力KN
高度mm
长×宽mm
数量
ZFS7500/22/35
普通支架
5691
7500
2200-3500
4750×1460
88
ZFSG6800/22/33
过渡支架
5210
6800
2200-3300
5350×1460
7
ZFSD5600/22/35
端头支架
4794
5600
2200-3500
9172×2160
1
（5）液压支架技术特征表
第二章技术论证
一、工作面通风
回采期间风量计算
8828工作面回采期间预计瓦斯涌出量为Q=15立方米/分，5828-1排瓦斯巷道瓦斯浓度按2%计，5828-1配风量为600立方米/分，排瓦斯巷道排放瓦斯量为：
Q1=600×2%=12.0立方米/分
因此，工作面剩余的瓦斯量Q2=Q－Q1=3.0立方米/分，依靠5828回风巷排出，故8828工作面风量计算为：
（1）按CH4、CO2涌出量计算
QCH4=100×Q2×K=100×3.0×2.5=750立方米/分
QCO2=100×Q3×K=100×0.8×2.5=200立方米/分
（2）按气温、风速等劳动气象参数计算
Q采＝200×Kt×Kh×Kl×Km×Kd
Kt——温度系数取1.1
Kh——采高系数取2.2
Kl——采面长度系数取1.1
Km——采煤方法系数取1.6
Kd——顶板管理系数取1.1
Q采=200×1.1×2.2×1.1×1.6×1.1=937立方米/分
（3）按人数计算
Q采=4N
式中:
Q采——工作面实际需风量，立方米/分
4——每人每分供给的规定风量，立方米/分
N——工作面同时工作的最多人数80
Q采=4×80=320立方米/分
因此，根据以上计算及现场实际情况，该工作面配风量为1500立方米/分，风流情况：
2828巷进风Q=800立方米/分，V=0.97米/秒
2828-1巷进风Q=350立方米/分，V=0.84米/秒
2828-2巷进风Q=350立方米/分，V=0.84米/秒
5828-1巷回风Q=600立方米/分，V=1.45米/秒
5828巷回风Q=900立方米/分，V=1.30米/秒
工作面内风速计算：
按切巷最大断面和最小断面计算，风速分别表示为V小和V大，则
2828——2828-1段
Q=800立方米/分，
V小=0.7M/S，V大=0.8M/S
2828-1——2828-2段
Q=1150立方米/分，
V小=1.09M/S，V大=1.26M/S
2828-2——5828-1段
Q=1500立方米/分，
V小=1.50M/S，V大=1.72M/S
按风速进行验算：
0.25≤V≤4合理
二、支架载荷
1、顶板压力估算
按采煤工作面质量标准规定，8828工作面支架需要承受的载荷为8倍采高的岩石重量加最大厚度的顶煤重量。
顶板压力Q=8×采高×岩石容重×工作面长×支架最大空顶距＋顶煤最大厚度×煤容重×工作面长×支架最大空顶距
Q=8×3×2.5×140×6.04＋4.90×1.3×140×6.04=56122.5吨
工作面共稳88架ZFS——7500，7架ZFSG——6800，一组ZFSD——5600支架
工作阻力F=（7500×88＋6800×7＋5600）÷9.8=72775.51吨
经比较F＞＞Q
故所选支架的工作阻力符合要求。
第二部分机采部分
第一章采煤方法
一、采煤方法
8828综采工作面采用单一长壁后退式低位放顶煤开采的采煤方法，推进方向为由西向东，采空区顶板全部垮落法开采。
二、采高的确定
根据所选支架，采高范围以及采煤机采高范围和放顶煤最佳高度等因素综合考虑，确定机采高度为3.0米，放顶煤高度为3.95米,采放比1:
1.32。
三、循环进度的确定
由于采煤机组最大截深为665mm，考虑到放顶煤步距按割一刀放一茬顶煤，确定循环进度为500mm。
第二章煤体松动预爆破
本工作面采用远离煤壁打眼爆破松动法，超前工作面煤壁20米预爆破，对顶煤起到预裂和破碎的作用，待开采时，又能利用采动引起的超前压力，二次破碎顶煤。
炮孔的布置原则为从两条工艺巷对头打钻，中间留6米煤柱，从两条工艺巷两侧打钻与两侧巷道留5米煤柱。
一、煤体预爆破孔的布置方式及主要技术特征
1、采用KHYD75DIA型岩石电钻打孔，孔径为φ62mm。
2、两工艺巷煤体预爆破孔从距8828-1切眼东帮（沿工作面推进方向）20米处开始施工第一组煤体预爆破孔，依次作业至距408皮西帮70米处。
3、在两工艺巷分别垂直于巷道两帮按三花形式布孔。
上孔与上孔、下孔与下孔、水平间距为2米，上孔与下孔水平间距为1米，上孔距巷道顶板为1.1米，下孔距巷道底板为0.4米，两孔垂直间距为0.8米。
4、2828-1—2828巷头向孔孔深为27米，2828-2—5828-1巷尾向孔孔深24米，2828-1—2828-2巷迎头孔孔深为27米。
5、正在注水的煤体注水钻孔6米范围内不予施工煤体预爆破孔。
6、当施工至断层带、冲刷带及煤层变薄区域时可根据实际情况采用单层布孔形式，开孔位置位于煤帮中间处，孔间距增大至2米或更宽，孔深可适当减小。
7、煤体预爆破孔施工必须超前工作面煤壁40米以上。
8、严格按照煤体爆破孔的参数执行，可根据2828-2、2828-1巷煤壁炸帮实际情况，适当缩短孔深，（见附图2-2-1参数表）以保证炮孔与5828-1，2828巷净煤柱按设计要求为7米和5米，保证5828-1、2828完整不受影响。
9、煤体预爆破孔布置及其主要参数详见附图2-2-1《12#层408盘区8828工作面顶煤预爆破炮孔布置平面图》。
二、装药、联炮、封孔、放炮
1、装药：
煤体预爆破孔采用正向装药结构，使用3#抗水煤矿许用硝铵炸药，药卷规格为直径500mm×50mm，重量1KG/卷。
炮孔装药长度详见附图2-3-3《正向装药结构示意图》。
2、联炮：
联炮采用串联方式，每孔使用两个瞬发雷管，每孔两个瞬发雷管采用并联方式联接，孔与孔之间用串联方式联接。
3、封孔：
封孔使用水炮泥及粘土和错手木楔。
封孔分两次进行。
第一次封孔长度为8米（包含0.50米木楔的长度），要求错手木楔封至距孔口1米处；第二次封孔时，先将雷管与导爆索捆绑好，再将雷管脚线与引线连接后牵出孔口，短接。
然后封土直至全部封满捣实，严禁将雷管与导爆索漏出封土外。
第二次封土段长为1米，第二次封孔的时间为联放炮之前进行，当班封孔当班联放炮。
4、放炮：
（1）爆破超前工作面煤壁水平距离为20米。
在开采初期，第一次实施煤体预爆破的放炮时间为小切巷初次放顶之后进行，并且必须保证5828-1排瓦斯巷底板完整地上覆在支架上方时，方可实施煤体预爆破。
（2）依据8828工作面作业规程会审决定以及8826工作面开采经验，确定一条巷道一次起爆个数为8个孔，当放炮位置距12#层408皮带巷350米时，改为同一条巷道一次起爆2个孔。
并在距两工艺巷口里20米处安设三道防冲击波风障。
两条巷道不得同时起爆。
通风区定期检查防冲击波设施，并根据实际情况采取加固措施。
（3）放炮前调度作业会及本队班前会值班人员必须提前通报。
调度、安监、技术、通风各单位干部，现场进行检查。
专职瓦检员详细检查放炮孔口及其周围20米范围内的瓦斯等有害气体浓度。
（4）放炮前由通风区负责冲洗放炮孔周围20米范围巷道内煤尘。
（5）本队负责撤人，警戒拦人工作。
第三章顶板管理
（一）顶板支护
1、工作面支护见附图2-3-1
工作面布置88架ZFS—7500/22/35型支架，一组ZFSD—5600/22/35型端头支架及7架ZFSG—6800/22/33型过渡支架，共计96架支架，支护工作面顶板。
除端头支架，其余95架支架的中心距全部为1.5米，最大控顶距为5.25米，最小控顶距为4.75米，端面距不大于0.34米。
见附图2-3-2
支架载荷与顶板压力估算在开采论证中已论述。
2、端头支护
下端头支护为一组端头支架（前架＋后架）以及1#支架（ZFSG—6800型）
上端头支护在距95#支架0.6米处，且与前后柱对齐支设两排单体液压支柱，排距0.8米，在此基础上，必须在前后运输机尾对正中心线，距尾轴0.6米处各支一根带帽单体柱，所有柱帽方向平行于工作面煤壁。
3、超前支护
两顺槽超前支护范围为工作面煤壁线向外20米，为双排液压单体柱，其余20—30米范围在靠下帮侧支一排单体液压支柱，所有液压单体柱均带0.6米长的工字钢柱帽，并且都用细钢丝拴好柱帽及柱子并绷紧，升柱前将单体三用阀调整到阀端垂直指向巷帮。
超前30米的顶板压力估算
根据公式：
Q＝4／3×r×a×a／f
式中：
r——岩石容重，取2.5吨/立方米
a——巷道跨度的1/2
f——岩石坚固普氏系数，取7
Q＝4／3×2.5×2.1×2.3÷7＝2.3吨/米
30米的超前压力为：
Q总＝Q×30＋Q顶煤重
式中：
Q顶煤重＝4.6×30×3.95×1.3＝708.63吨
Q总＝2.3×30＋708.63＝777.63吨
应支单体柱数（理论数）为：
777.63÷30＝25.92根
按规程规定应支数量为43根，选用DZ—35型，工作阻力为30吨的单体支柱，远远超过理论数量。
A、2828巷超前30米支护，柱距均为1.2米，使用DZ—35型液压单体柱，从工作面煤壁线往外20米为双排，两排柱子对齐均支设在转载机人行道侧，南帮一排，距转载机边为0.3米，两排间距是1.4米，首柱支设在距工作面煤壁1.0米处，从工作面煤壁往外20—30米范围内支设一排单体液压支柱，单体液压支柱支设在下帮一侧。
使用DZ—35型液压单体柱，支设43根。
端头
支护
上端头
ZFSG-6800过渡支架
1架
DZ-35液压单体支柱
8根
下端头
ZFSD-5600端头支架
1组（前、后架）
ZFSG-6800过度支架
1架
超前
支护
上巷
DZ-35液压单体支柱
44根
下巷
DZ-35液压单体支柱
43根
B、5828巷超前30米支护，从工作面煤壁线往外20米为双排，20—30米为单排，两排均匀布置在巷道中心线两侧，并且距巷中0.8米，首柱支设在对正工作面煤壁处，柱距1.2米，两排对齐支设，共支44根，使用DZ—35型单体液压支柱。
合计支设DZ-35柱98根
备用DZ－35单体柱30根
累计需：
DZ-35单体柱128根
4、支、回柱工艺
支设单体柱时，至少三人配合完成，一人扶柱并观察顶板变化，一人扶工字钢柱帽，一人操作液枪，将支柱缓慢升起，且升柱时要将单体柱三用阀嘴调整到指向巷帮方向。
当柱帽接触到顶板时，由操作液枪人继续操作液枪，另二人撤到3米以外安全地点，使单体逐渐达到初撑力。
严禁将单体柱快速升起，以防柱倒伤人，所有单体柱都用细钢丝绳串紧用来防倒，工字钢柱帽使用钢钩同单体柱钩住。
回撤所有单体柱均采用远距离回柱法，具体为：
用一根3米长柄工具，一端插入支柱三用阀后，人员站在3米以外安全地点，将支柱降下，并钩至有支护的安全地点，然后人工将其抬出。
回撤首柱时，还须停止前运输机，再按上述方法回取。
5、安全出口管理
两安全出口，每班设专人对其清理维护，确保巷道高度不低于1.8米，行人道宽度不小于0.7米。
两顺槽内回出水泥托板，锚栓杆，编织网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护之外，并分类堆放整齐，定期出井交给回收队。
6、备用物料
工作面回风巷材料场要常备有：
3.5米长坑木20根，道木20根，DZ—35单体柱30根，柱帽30块，料场必须设在超前支护100米之外，物料要分类码放整齐。
（二）放顶
1、初次放顶及步距放顶
工作面初次放顶炮孔在8828-1小切巷施工，详见放顶队制定的《12#8828初次放顶专项措施》，步距放顶采用预爆破。
2、顶板预爆破
（1）工作面参数及顶板岩石性质
12#层8828工作面走向长1631米，倾向长140米，煤层厚度5.2—7.9米，平均厚度6.95米。
直接顶为灰白色细砂岩及中砂岩，厚度为3.3——31米，平均厚度为16.2米矿物成份以石英，长石为主，具水平层理，含少量云母等暗色矿物。
根据顶板岩石性质以及12#8826工作面矿压观测结果，确定放顶步距为15米。
（2）钻机主要性能特征
顶板预爆破采用TXU—75型液压钻机打孔。
TXU—75型钻机主要性能特征如下：
1）、最大钻探深度75米。
2）、钻孔倾斜角度0—360度。
3）、钻进最大推进压力800KG。
4）、钻机推进回次400mm/回次。
5）、电机功率4KW。
（3）步距放顶
1）步距放顶炮孔布置方式及主要技术特征
a、布置方式及主要参数详见附图2-3-3《12#层408盘区8828工作面顶板预爆破孔平面图》及参数表《顶板预爆破孔参数表》。
b、采用TXU—75型液压钻机打孔。
c、炮孔布置为双层炮孔，步距为15米一组。
d、炮孔终孔与5828-1及2828巷净岩柱不小于7米。
e、孔口位置必须位于煤帮与顶板交界处的顶板岩石上，严禁在煤帮上开孔。
f、超前工作面煤壁水平距离20米以上。
2）装药、封孔、联炮：
参看第一部分煤体预爆破装药部分。
3）放炮
a、步距放顶爆破超前工作面煤壁水平距离20米，炮孔周围5米采用单点木柱掩护联线、放炮。
b、同一条巷道每次放炮个数为一组，两条巷道不得同时起爆。
c、放炮前一天，调度作业会及班前会必须通报。
专职瓦检员详细检查孔口及周围20米范围内的瓦斯浓度，瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。
d、通风区负责冲洗炮孔附近20米范围内巷道煤尘。
e、本队负责撤人、警戒拦人工作。
（三）、矿压观测
根据8826工作面的矿压观测结果，预测本工作面的来压步距为13～20米。
为了掌握本工作面矿压显现规律，由技术科矿压组在本工作面布置三个区域五条观察线，其中工作面头部一条，中部三条，尾部一条，并每天把矿压观测资料提交矿生产作业会通报，以便本队行政领导及技术人员及时掌握工作面情况，并及时在班前贯彻落实，同时由本队采取相应措施。
第四章、煤体注水
8828工作面采用静压注水方法软化煤体。
静压注水需要时间为一个月，注水期间注水区域内不得进行爆破工作。
1、钻孔一并布置2828-1两翼及2828-2单翼，孔间距15米，沿水平方向0度施工，开孔位置距工艺巷煤底板1.5米，钻孔直径62mm，其中2828-1巷南翼向2828巷方向孔深18米，2828-1巷北翼向2828-2巷方向孔深45米，2828-2巷向5828-1巷方向孔深15米。
详见附图2-4-1
2、注水量
按吨煤注水20升计，煤层注水后水份增加1—3%，2828-2巷每一钻孔注水量为47吨，共计4371吨，2828-1巷每一长钻孔注水为131吨，短钻孔注水为53吨，共计17112吨，工作面共需注水21483吨。
3、一次注水钻孔数量
工作面日进按3米，月进90米计，一次性循环注水钻孔数为90/15×3＝18个，90米范围，达到一个月注水时间后进行下一循环注水，依次进行，为协调顶板及煤体松动爆破与注水工序，第一组钻孔布置在距工作面200米处，提前进行钻孔的施工及注水封孔工艺，以保证预爆破前注水效果。
4、管路及注水工艺
详见通风区编制的《12#层8828工作面的注水专项措施》。
第五章、喷洒阻化剂
12#8828工作面由于开采时间长，煤层自燃发火期6—12
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