1、307采煤工作面作业规程丰城曲江煤炭开发有限责任公司炮采工作面作业规程编号：采20111201号工 作 面 名 称： 212炮采面编 制 人： 胡 剑 鹏施 工 负 责 人： 聂 群 华总 工 程 师：主 管 矿 长：批 准 日 期： 年 月 日执 行 日 期： 年 月 日 会 审 意 见会审单位及人员签字：生 产 科： 年 月 日 通 风 科： 年 月 日防 突 科： 年 月 日机 电 科： 年 月 日安 全 科： 年 月 日 供 应 科： 年 月 日劳 资 科： 年 月 日通风副总： 年 月 日总工程师： 年 月 日会 审 意 见生产科通风科 防突科机电科安全科供应科劳资科通风副总总工程师
2、目 录第一章 概况3第一节 工作面位置及井上下关系3第二节 煤层3第三节 煤层顶底板3第四节 地质构造5第五节 水文地质5第六节 影响回采的其他因素5第七节 储量及服务年限5第二章 采煤方法6第一节 巷道布置6第二节 采煤工艺6第三节 设备配置8第三章 顶板管理8第一节 支护设计8第二节 工作面顶板控制12第三节 顺槽、风巷及端头顶板控制 12第四节 矿压观测13第四章 生产系统13 第一节 运输13第二节 “一通三防”与安全监控 14 第三节 排水16 第四节 供电16第五节 通信、照明17第五章 劳动组织主要技术经济指标17第一节 作业循环和劳动组织17第二节 主要技术经济指标19第六章
3、煤质管理19第七章 安全技术措施20第一节 一般规定 20第二节 顶板 23第三节 防治水 24第四节 爆破24第五节 “一通三防”及安全监控 26第六节 运输 27第七节 机电 28第八节 其他 29第八章 灾害应急措施及避灾路线33附: 学习贯彻考试情况表35附 图：第一章 概 况第一节 工作面位置及井上下关系曲江公司-850水平采煤工作面位置及井上下关系，见表1。表1 工作面位置及井上下关系水平名称-850工作面名称307炮采面地面标高+22.7井下标高-872.090-908.088地面相对位置地面为水田和旱地、无大型建筑物。回采对地面设施影响地表为水田和旱地、无大型建筑物。工作面回采
4、时，对地面设施影响不大，但仍应注意地表沉降情况，加强沉降观测工作。井下位置及相邻关系北为306工作面采空区,南为东二下山采区未开采区,西为东二轨道下山、东二运输机下山，东为大断层（落差7.8）走向长度/m166.3倾斜长度/m158.2面积/m226308.6附图11：工作面平面位置图第二节 煤 层采煤工作面开采煤层情况见表2。表2 煤层情况表开采煤层B4煤层结构单一煤层倾角/()12-13煤层厚度/m2.63.0煤种焦煤平均角度()12平均煤厚/m28硬度系数06稳定程度较稳定煤层情况描述公司B4煤层为黑色半暗型，玻璃光泽，粉状为主，块状次之。内生节理发育，局部有煤层变薄现象，含少量夹矸，厚
5、0.1-0.5米，煤层走向40-60，普氏系数0.6第三节 煤层顶底板开采煤层顶底板情况见表3。表3 煤层顶底板情况顶、底板名称岩石名称厚度/m特 征老 顶粉砂岩与细砂岩2.0-4.0灰黑色、灰白色、薄层状、水平层理，粉砂岩与细砂岩互层直接顶粉砂岩8.0-10.0灰黑色薄层状、夹镜煤煤线伪 顶炭质页岩0.1-0.3炭质泥岩、黑色、鳞片状、染手。伪 底炭质泥岩0.1-0.3炭质泥岩、黑色、鳞片状、染手直接底泥岩2.0-4.0泥岩、灰褐色团块状、含鲕粒、遇水膨胀老 底粉砂岩12灰黑色薄致密，产少量植物化石及磷铁矿结核附图12：工作面地层综合柱状图307工作面岩性柱状图层号煤、岩层名称柱 状厚度（米
6、）岩 性 描 述1老顶2.04.0粉砂岩与细砂岩， 灰黑色、薄层状，粉砂岩与细砂岩互层。2直接顶8.010.0 粉砂岩， 黑色、水平层理、薄层状.产少量植物化石、夹镜煤煤线.3伪顶0.10.3炭质页岩，黑色、鳞片状、染手4B4煤层2.8 B4煤、黑色、半亮型，粉状为主，块状次之、内生节理发育.5伪底0.10.3炭质泥岩、黑色、鳞片状、染手6直接底2.04.0 泥岩， 黑色（褐）团块状.含腼粒，夹煤线，产少量植物化石、遇水膨胀.7老底12 粉砂岩，灰黑色，较破碎，薄-中厚层状，钙泥质胶结，薄层泥岩，产少量植物化石及菱铁矿结核，个体较大。第四节 地质构造一、断层情况及其对回采的影响见表4表4 断层
7、情况表构造名称走向/倾向/倾角/性质落差/m对回采影响程度F307顺-1137NE52正断层6.5影响较小F307顺-2182NW35正断层0.6影响较小二、褶曲情况及其对回采的影响根据现有巷道揭露资料和勘探钻孔资料分析，断层均向工作面内延展，但在停采线之外，对回采工作影响较小。附图13：工作面切眼素描图第五节 水文地质一、根据工作面掘进时揭露情况及相关勘探资料显示，水文地质条件相对简单，工作面预计涌水量不大，水源主要为岩层裂隙水及生产用水，对工作面回采影响不大。二、涌水量矿井正常涌水量：30m3/h 矿井最大涌水量：45m3/h第六节 影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况见表5表5
8、影响回采的其他地质情况表瓦 斯矿井为煤与瓦斯突出矿井Q：15.5m3/吨地压矿井属深部开采，地压大，巷道维护困难煤尘爆炸指数煤尘具强烈爆炸危险性KB4：24.2%煤的自燃倾向性煤层块状为主，内生节理发育，含硫2.09%,易自燃,发火期2-6个月地温危害地温梯度2.54/100m，平均地温大于26二、地质部门的建议（1）该面顶板裂隙发育，回采过程中应加强顶板管理。（2）接近断层时，应提前做好过断层措施，加强煤壁和顶板的管理。（3）回采过程中如遇地质异常，及时与地质部门联系。第七节 储量及服务年限一、储量工业储量：104603吨，可采储量:本矿的炮采工作面回采率为95%,可采储量99372.8吨。
9、二、工作面服务年限工作面服务年限=（开采长度/设计月推进长度）（月）=（167/1*2*30*85%）=3.3(月)第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置情况:工作面采用走向长壁布置，回风巷运输巷、开切眼、出煤巷皆跟顶板掘进，采用锚、网、梁支护，巷道高2.6米，宽3.2米二、工作面运输巷307面下部为运输巷，梯形，上宽3.0m，中宽3.2m，下宽3.4m，中高2.6m，采用锚网梁、锚索梁组合支护，压力大。担任出煤通风工作，为实体煤巷。三、工作面回风巷307面上部为回风巷，梯形，上宽3.0m，中宽3.2m，下宽3.4m，中高2.6m, 采用锚网梁、锚索梁组合支护，压力大。回风
10、进料用，为实体煤巷。四、采煤面开切眼307面切眼，在工作面东边 ，掘进时上宽3.0m，中宽3.2m，下宽3.4m，中高2.6m，采用锚网梁组合支护。为工作面安装设备开采用。五、高冒巷307面高冒巷与风巷平行距离25米，距煤层顶板17米纯岩柱。拱形，断面：宽3.0m高2.6m，采用锚网梁组合支护。为抽放瓦斯专用巷道。 附图：21巷道平面位置图第二节 采煤工艺一、简述采煤工艺采煤方法走向长壁区内后退式采煤法回采工艺流程打眼装药爆破挂梁（临时支护）攉煤移溜补正规柱回柱落煤方式放炮与手镐落煤相结合装煤及运煤方式工作面放炮后，由人工将放落的煤装入刮板输送机，由输送机运出；顺槽采用刮板输送机运煤。二、采用
11、爆破落煤： 炮眼布置设计：炮眼具体的布置要求。 填写爆破说明书 爆破说明书炮眼布置炮眼布置方式炮眼深度眼距脚眼距底板炮眼与煤壁水平夹角炮眼与顶底板垂直夹角三花眼1.01.00.475801015装药附炮眼布置及装药结构图起爆要求爆破器材名称炸药起爆器雷管规格矿用乳胶84#MFJ-100型毫秒前5段联线方式串联爆破参数附：爆破参数一览表附图22：炮眼三面投影及装药图2500400600四、工作面正规循环生产能力W=LShc=158.22.51.01.420.95=534T式中 W正规循环生产能力，t； L工作面平均长度，m； S工作面循环进尺，m； h工作面设计采高，m；煤的视密度，t/m3；c
12、工作面采出率，%。第三节 设备配置工作面机械设备配备见表6。表6 工作面机械设备配备表使用地点设备名称规格型号数量单位备注工作面工作面溜子SWG-150型1部顺槽顺槽运输机SWG-40T型3部顺槽联巷SWG-40T型1部煤电钻MSE-1.2KW2台东二轨道下山绞 车JD-11.4KW2部进料使用第三章 顶板管理第一节 支护设计一、顶板管理方法的选择 顶板管理方法：全部垮落法 验算(1)当直接顶与老顶之间的垮落厚度大于工作面采高时，则可采用全部垮落法管理顶板。(2)计算方法：=Hz+m-Hz*kp =10+2.5-101.5= -2.5 m式中： 直接顶与老顶之间的垮落厚度（米） Hz直接顶厚度
13、（米）m工作面采高（米）kp碎胀系数。1.25-1.5 结论通过计算大于或等于m，则该工作面可采用全部垮落法管理顶板二、工作面的支护设计：包括工作面、端头和运输巷、回风巷支护设备的选型、支柱密度的选择、基本支架柱排距确定、柱鞋的规格尺寸等内容。计算合理的支护强度，采用下列方法计算，取其中最大值即为工作面合理的支护强度。、根据单体的额定工作阻力、顶板参数、矿压观测数据等计算支护密度即柱距。直接顶对支架的压力(AZ)：AZ=Hz*Vz式中：AZ直接顶对支架的压力(T/m2); Hz直接顶厚度(米); Vz直接顶容重(T/m3)2.2;AZ=102.2=22T/m2老顶对支架的压力(An)：An=H
14、n*Rn*Ln/(R*L)式中：An老顶对支架的压力(T/m2); Hn老顶厚度(米); Rn老顶容重(T/m3) Ln老顶来压步距(米); 9-11m取10m; R老顶对支架的压力系数; L最大控顶距(米)。 则An=42.210/(4.84)=4.58T/m2支架承受的压力(Ap):Ap=(AZ+An)*S大/S平式中：S大最大下沉量(米)； S平平均下沉量(米)。Ap=(22+4.58) (170/110)=41.2T/m2 支柱的实际承受力(Ac)=额定能力*倾向支撑效率*走向支撑效率Ac=250.80.85=17吨/根支护密度M=Ap/Ac=41.2/17=2.42根/m2 柱距：0
15、.5m(2)、根据支护要求计算支护材料(单体、顶梁)数量、单体：158.2/0.55.5+80=1820根 梁子：158.2/0.54.5+80=1504根 （二） 控顶距的确定根据该工作面顶底板条件，该工作面采用见四回一管理。 （三） 根据上述有关参数，结合采高等因素，307炮采工作面选取DZ-28型 单体液压支柱， HDTA-1000型金属铰接顶梁。三、乳化液泵站1、液压管路：乳化泵站设在-850东大巷东二运输机下山307顺槽工作面各球形阀10mm高压管2：泵站设备及数量：设备名称乳化液泵乳化液箱设备型号XPB2BXRXTA数 量2台1只3、泵站及管理要求：（1）泵站设备的维修管理由回采一
16、队负责，维修管理措施质量要求及管理制度由回采一队负责制定实施。（2）泵站司机持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度，必须配带乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。（3）泵压超过18MPa，乳化液浓度达2%-3%时，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，且泵站周围不得有积水、积物。油箱必须有过滤网，正常情况下油箱必须盖好。（4）泵箱的自动给液装置应配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。（5）开泵前，检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。（6）注液枪及管线设专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。（7）液压管路无跑冒滴漏现象，密封圈和油管损坏后及时
17、更换。（8）泵压由检修工调定，其他人员不得调整，正常情况下只准开一台泵，另一台泵备用，若有损坏及时修复。（9）更换液压油管或液压管密封，应停油泵或关闭断路阀，同时进行系统卸压。附图31：工作面支护形式与最大、最小控顶距平面示意图第二节 工作面顶板控制一、确定工作面回采时顶板控制方式：工作面采用“见四放一”的控顶方式，初采、初放最大控顶距六空，最小控顶距三空。二、正常工作时期的特殊支护形式：密集支柱、抬棚、戗柱（棚）、丛柱、木垛、贴帮支柱的支设及临时支护、挡矸等要求。三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离与顺序：由老塘向煤墙，由下而上，逐根逐架进行回柱。5T葫芦链条配合单体支柱，卸液柄卸液压。
18、工作面采用人工分段回柱放顶，段距不小于15m。四、特殊时期的顶板控制1、为确保机头出口断面符合要求，机头必须有超前支护，规格为长2.2m宽0.2m厚0.15m的扁木杠子，超前距为2.0m，机头控顶面积大(最大控顶距六空，最小控顶距四空)，压力较大，因此采用“五对十根”长钢梁支护，交替迈步推进。第一对托住顺槽假担山与第二对间距0.7m内，第二、三、四对每隔0.5m，迈步距为1m。钢梁使用长3.2m的11工字钢交叉割成花纹，每根梁保持一梁三柱。机尾采用2.8m长的11工字钢每根保持一梁三柱。工作面初次来压时，机头、机尾靠老塘侧打一长方形木垛，要求上到顶板，下至底板四角对山有劲，其规格为2.0m1.
19、6m的扁木杠子。(附特殊支架图)2、工作面两巷超前榴树，不得少于20m(其中10m双边榴树)3、切顶支架采用带帽点柱和饯棚加固靠老塘切断线侧沿倾向打一排连成整体的饯棚。（一）来压及停采前的顶板控制方法和要求 1)工作面修理工加强责任心，搞好修理及时更换工作面的断梁折柱、失效支架，保证工作面的支架完整。2)在初次来压活动激烈时，工作面要增设一定的贴帮柱和戗柱，增加支柱密度，增加木垛，以增强工作面的稳定性。3)必须认真掌握工作面老顶初次来压预兆： 响声：老顶初次来压时，顶板发出断裂声，顶板下沉剧烈，工作面支柱会发出振裂声，出现梁弯曲现象，支柱歪斜等； 单体支柱钻底严重，采空区内发出闷雷声； 掉碴、
20、片帮、顶板破裂； 4）支架变形和破坏，局部漏尖。4如工作面来压活动剧烈，有造成大面积冒顶时，班长或跟班队长必须组织人员撤到安全地点。（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制方法和要求1、过断层措施：如回采时遇断层再另行编制专项措施。2、顶板破碎时的顶板控制方法和要求1）加大联网力度。2）加密顶梁。3）放小炮、减少装药量。（三）应力集中区的顶板控制方法和要求1)放顶时放顶区域的顶放齐、放透，防止因顶未放齐而造成顶板悬露。2)切顶密集支柱按两柱之间加一带帽点柱切顶，需要时按量增加，起到切顶作用。3)放顶后，顶板未垮落地段，应加强密集支柱和饯棚，防止老塘来压挤垮工作面。4)工作面顶板悬露面积大，如超过(2
21、5M2)时，采用强行放顶措施，如在回采中遇到此情况，另补充强行放顶措施。5)强行放顶时，如顶压较大时，就每隔10M打一个木垛。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面、运输巷、回风巷的顶板控制（一）工作面端头支护的方式、距离1、为确保机头出口断面符合要求，机头必须有超前支护，规格为长2.2m宽0.2m厚0.15m的扁木杠子，超前距为2.0m，机头控顶面积大(最大控顶距六空，最小控顶距四空)，压力较大，因此采用“五对十根”长钢梁支护，交替迈步推进。第一对托住顺槽假担山与第二对间距0.7m内，第二、三、四对每隔0.5m，迈步距为1m。钢梁使用长3.2m的11工字钢交叉割成花纹，每根梁保持一梁
22、三柱。机尾采用2.8m长的11工字钢每根保持一梁三柱。工作面初次来压时，机头、机尾靠老塘侧打一长方形木垛，要求上到顶板，下至底板四角对山有劲，其规格为2.0m1.6m的扁木杠子。2、切顶支架采用带帽点柱和饯棚加固靠老塘切断线侧沿倾向打一排连成整体的饯棚。（二）运输巷、回风巷的加强支护 工作面两巷超前榴树，不得少于20m(其中10m双边榴树)二、工作面安全出口的管理随工作面推进，及时在工作面上下煤壁开出长宽高1.5m0.7m1.6m出口，以便于工作面上下端头行人及通风。使用花边钢梁（机头花边钢梁长3.2米，机尾花边钢梁长2.8米），两端用单体支柱支撑，用板皮、铁丝网将帮顶护严背实。（一）支护形式
23、与质量要求（二）安全出口的高度三、支护材料的使用数量和存放管理见表9表9 支护材料的使用数量和存放管理种类规格循环用量单位备注扁木2.2m0.15m0.08m145根棱形网3.0m1.0m55块单体DZ-28型 长1.72.8m1582套铰接梁HDTA-1000型 长1.0m1582套第四节 矿压观测一、矿压观测内容本面矿压观测主要内容有：工作面单体初撑力观测，两巷超前支护范围单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态观测，两巷顶板离层、围岩位移观测。二、矿压观测方法（一）回一队值班干部根据顶板动态进行分析，对工作面顶板存在的问题进行重点布置防护措施。（二）工作面跟班队长、班长、大工要协助矿压组人
24、员做好矿压观测工作，并要会使用测压表。（三）四班作业人员严格按作业规程规定的支架初撑力给足压力，并调整好支架的状态。（四）乳化泵保持正常运转，泵站压力保持在18 Mpa以上。（五）测压时发现立柱支撑力小于90KN时，要立即补液使之达到要求。第四章 生产系统第一节 运输一、运输设备及运载方式见表10表10 运输设备及运输方式运输设备及装、运载方式打眼装药爆破挂梁（临时支护）攉煤移溜补正规柱回柱运煤路线307工作面顺槽东二运输机下山东皮大巷主井煤斗地面供料路线地面副井底-850东大巷东二轨道下山307风巷口移溜方式做好临时支护、背好帮放炮、落煤、攉煤打好铁帮树移溜、补顶后附 运输系统图第二节 “一
25、通三防”与安全监控一、通风系统见表11表11 通风系统一、通风系统通风路线新鲜风流从主、付井井底车场-850东大巷东二运输机下山307顺槽307工作面乏风流工作面307回风巷东二回风下山-850东总回立风井地面通风设计采煤工作面的需风量:1、按照抽采后吨煤瓦斯含量计算 q采=10688/1440=5.9 (m3/min)Q采=111q采KcH4=1115.91.2=786 (m3/min) 2、按工作面温度选择适宜的风速进行计算 Q采=60V采S采K (m3/min) Q采=601.86.51.1=772 (m3/min)3、按工作面同时作业人数计算需风量： Q采=4N (m3/min)Q采=450=250 (m3/min)4、按工作面炸药量计算： Q采=25A=256.15=153.75 (m3/min)5、按风速进行验算： 15SQ采240S(m3/min)15S=156.5=97.5(m3/min)240S=2406.5=1560(m3/min)97.5m3/minQ采1560 m3/min符合煤矿安全规程规定，所以，307工作面风量取Q采=786m3/min，同时在开采时可根据瓦斯涌出量和抽放情况及时调整。工作面所需风量307采面需风量为786 m3/min风速验算121 m3/min7861923 m3/min 通风设施风门
