10501采煤工作面回采作业规程(炮掘标准).doc

贵州盘县响水镇永响煤矿10501工作面回采作业规程编制单位技术科 编制时间2013年6月11日 审批记录 会审主持人 编审单位签名日期说明 编制单位编制人负责人 会审 技术科调度室通风科机运科安检科机电副矿长安全副矿长生产副矿长总工程师 批准矿长 规程会审单 规程名称10501工作面回采作业规程会审时间会审地点 主持人提报单位 参加会审人员签字 会审意见 总工程师意见 矿长意见 目录 第一章工作面说明及地质概况 7 第一节工作面说明 7 一、工作面井上、下位置与邻近采掘关系 7 二、工作面特征表 7 第二节煤层赋存及顶底板情况 8 一、煤层赋存情况 8 二、煤层顶底板情况 8 第三节地质构造情况 9 一、褶曲 9 二、断层构造 9 三、掘进中存在的地质构造 9 第四节水文地质情况 9 第五节瓦斯、煤尘及自然发火情况 9 第六节影响开采的其它因素 9 第七节储量及服务年限 10 一、工作面储量 10 二、工作面服务年限 10 第二章采煤方法 10 第一节巷道布置 10 一、运输巷、回风巷、切眼布置方式 10 第二节采面机械配备情况 11 一、采面机械配备 11 二、采面设备、备用材料配备情况表 12 第三节采煤工序 13 一、采煤方法 13 二、采煤工序 13 三、工作面正规循环生产能力 14 四、劳动组织及正规循环作业 14 第三章顶板控制 17 第一节支护设计 17 一、支柱的初选 17 二、采面支护密度计算 17 三、支护选型参数校核 17 四、支架数量配备计算 ................................................ 错误未定义书签。第二节工作面顶板控制. 21 一、工作面支护 21 二、工作面特殊支护 21 三、顶板管理 21 第三节上下超前出口及端头的顶板控制 21 一、上、下巷安全出口顶板控制 21 二、超前支护 22 三、上、下巷维护 22 四、矿压观测 22 第四节回柱放顶 23 一、回柱方法及顺序说明 23 二、爆破说明书 23 第四章生产系统 25 第一节运输系统 25 一、工作面运煤系统 25 二、工作面运料系统 26 第二节通风系统 26 一、工作面通风线路 26 二、采面风量计算 26 第三节瓦斯抽放系统 28 第四节供电系统 28 一、电缆选型计算 28 二、供电系统 28 第五节消防、防尘系统 28 第六节工作面压风自救、通讯系统 29 一、压风自救系统 29 二、通讯系统 29 第七节安全监控系统 30 第八节排水系统 30 第九节供液系统 31 第五章安全生产管理制度 31 第一节入井须知 31 第一节交接班制度 31 一、班、队长交接班制度 31 二、安全员交接班制度 31 三、瓦检员交接班制度 32 四、放炮员交接班制度 32 五、溜子司机交接班制度 32 六、乳化泵司机交接班制度 32 七、值班电钳工交接班制度 32 八、机电人员交接班制度 32 第二节安全生产管理制度 32 一、安全检查、敲帮问顶制度 32 二、工程质量检查验收制度 33 三、巷道维修制度 33 四、机电设备维修保养制度 33 五、瓦斯管理制度 33 六、瓦斯检查制度 34 七、综合防尘管理制度 34 八、通风安全监测仪器仪表的使用及其维护制度 34 九、电器保护定期检查和定期试跳制度 34 十、放炮管理制度 34 第六章灾害预防及避灾路线 35 第一节主要灾害事故预防 35 一、顶板灾害事故 35 二、水灾事故 36 三、火灾事故 36 四、煤与瓦斯突出灾害事故 38 五、瓦斯、煤尘爆炸灾害事故 39 六、避灾路线路 40 第七章安全技术措施 40 第一节初采安全措施 40 第二节落煤、装煤措施 41 一、煤电钻打眼措施 41 二、火工品管理及装药放炮措施 42 第三节移Π型梁措施..................................................... 错误未定义书签。第四节推溜措施. 47 第五节顶板管理措施 49 一、一般规定 49 二、支护 49 三、回柱放顶 49 四、上、下巷及安全出口支护 52 第六节工作面顶板及上下出口维护安全措施 52 一、防止煤壁片帮及顶板掉矸伤人措施 52 二、单体液压支柱打柱措施 53 三、回柱放顶安全措施 53 四、防止刮板机伤人措施 54 五、防倒柱措施 55 六、挂网、移梁、打临时打柱措施 55 七、攉煤措施 55 八、推溜措施 56 九、采面上下出口支护措施 56 十、采面上下巷超前支护打设措施 56 十一、采面过断层支护措施 56 十二、初次放顶人工强行放顶措施 57 十三、防止老顶周期来压推柱、伤人措施 57 十四、防止煤层自燃发火措施 58 十五、文明生产及防治水工作 58 十六、探放水管理措施 59 十七、本规程未述部分内容严格按煤矿安全规程和煤矿操作规程执行。 59 第七节一通三防与安全监测 59 一、通风安全 59 二、防治瓦斯安全措施 60 三、综合防尘安全措施 63 四、防灭火安全措施 64 第八节机电、运输 64 一、总则 64 二、乳化泵的使用 65 三、胶带输送机检修措施 66 四、刮板输送机检修安全措施 67 五、电器设备检修安全措施 67 第八章探放水措施 68 第一节探放水原则 68 第二节探放水安全措施 68 第九章主要技术经济指标 68 第一章工作面说明及地质概况 第一节工作面说明 工作面井上、下位置与邻近采掘关系 该工作面位于井田北翼,工作面上部为4层、3层采空区,对应地表为耕地,山坡,无建筑、公路、村庄、电力线路等工业设施,工程垂直埋深约130m左右,南至井筒保护煤柱,北至切眼为界,西至回风巷为界,东至运输巷为界,斜下为10503采面未回采,工作面特征表 表1 工作面特征表 工作面名称 10501回 采工作面 走向长300m 开采煤层5 工作面倾斜长度 切眼最长80米,最短14 米,平均斜长47m 开采厚度 1.6m 储量预算 斜面积14100m2煤容重 1.4t/m3储量 3.1584万吨可采量 2.62吨回采率85 煤层情况 平均厚度 1.6m 最大倾角18最小倾角4平均倾角22煤种无烟煤 内在灰分 21.44 采煤工艺炮采 顶板管理方法全部垮落法 作业方式三八作业制度 有无煤尘爆炸危险性煤尘具有爆炸危险性自然发火倾向不易自燃煤层 是否为突出煤层否 地面有无村庄无 与地表最大、最小垂深m22554m 第二节煤层赋存及顶底板情况 煤层赋存情况 表2 煤层赋存情况 指标参数备注煤层厚度最大最小/平均/m 1.4m1.8m 煤层倾角最大最小/平均/度平均22 煤层硬度f f2 煤层层理简单 煤层节理发育程度不发育 自燃发火期/d 不易自燃 绝对瓦斯涌出量m3/min 2.5 相对瓦斯涌出量m3/t11.36 煤尘爆炸指数 地温/摄氏度 0.763.67C/100 m 煤层顶底板情况 煤层顶底板岩性 顶底板岩石类别厚度岩性 顶板伪顶粉砂岩 4.47cm 易垮落,松软 直接 顶 细砂岩 4.4m 泥质细砂岩与细砂岩互层,部分含菱铁质,水 平层理,薄层状,易风化。 老顶泥质粉砂岩 1.05m 灰色,与泥质细砂岩互层,水平层理,中厚层状, 部分夹煤线。 底板直接 底 粉砂质泥岩2m 遇水易膨胀、松软、底鼓 老 底 泥岩 2.27m 细砂岩与菱铁质细砂岩互层,水平层理,中厚 层状。 第三节地质构造情况 矿区位于盘南背斜东翼西段,矿区内岩层呈单斜产出,地层走向近北东,倾向南东,平均倾角22。区内有一条正断层F14。由南往北贯穿于整个矿区,走向近南北,倾向近东,倾角55-75,一般70,断距60-100m左右。 褶曲 本矿井为单斜构造,缓倾斜煤层,未发现褶曲。 断层构造 区内有一条断层,为-条正断层F14。由南往北贯穿于整个矿段,走向近南北,倾向近东,倾角55-75,一般60,断层上盘地层为飞仙关组,下盘为龙谭组,该断层向南北延伸出矿段,把K19号煤层向下错20米,断距60-100米左右。 掘进中存在的地质构造 10501工作面运巷掘进至300m时,受F1断层影响,掘进过程中煤层变化较大,地质构造复杂导致找煤造成两巷距离缩短最短距离14米,决定在10501运输顺槽300m处掘10501切眼,形成10501回采工作面。 第四节水文地质情况 对煤层开采影响的仅为地表水及老窑积水。本区降水丰富,地表水往往由冲沟汇聚成积极性小河或在洼地聚集,煤层开采时若发生冒顶或其他原因使顶板遭受破坏后,地表水往往会注入井下,如在雨季暴雨时可能会大量涌入。本区地层产状平缓,煤层埋藏较浅,加上煤层顶板岩层均有不同程度的分化,采煤时容易发生冒顶等破坏隔水层。预计工作面的最大涌水量为3m3/min、正常涌水量1m3/min,在回采得过程中需加强排水工作。 第五节瓦斯、煤尘及自然发火情况 根据2012年瓦斯等级鉴定批复本矿为煤与瓦斯突出矿井,经鉴定K5煤层在矿区范围内的1386.2m标高以上不具有突出危险性;由于一采区的K5煤层位于1386.2m标高以上。所以一采区的K5煤层按突出矿井的非突区域进行设计管理。 根据贵州省煤田地质局2012年6月11日对永响煤矿煤的K5、K7、K9、K11煤层进行自燃倾向性和煤尘爆炸性鉴定报告,K5、K7、K11煤层属于属有爆炸危险性煤层。K5、K7、K11煤层的自燃倾向性为Ⅲ级,不易自然发火, K9煤层的自燃倾向性为Ⅱ级,属自然煤层。 影响开采的其它因素 10501工作面主要受到地质构造变化,顶板破碎,顶板临水情况等影响,给回采工作带来一定的影响。 第六节储量及服务年限 工作面储量 10501工作面面积为14100 m2,平均煤厚为1.6m,储量为3.1584万t,平均煤厚为1.6m,保护煤柱30m,即可采储量为2.62万t。 工作面煤炭储量面积煤厚容重 储量Q储 141001.61.4 3.1584万t 煤柱Q柱24001.61.40.5376万t留30m的煤柱 可采储量 Q可 3.1584 万吨– Q柱 2.62万t 工作面服务年限 日产量为304t,月产量为0.912万t,即工作面服务年限为 工作面服务年限 Q可/月产量 2.62/0.9122.8个月30天84天 第二章采煤方法 第一节巷道布置 运输巷、回风巷、切眼布置方式 10501运输顺槽、回风顺槽设计方位为30度,设计长度风巷为400m、运巷400m,但由于在掘进过程中地质构造复杂找煤导致两条巷道打偏,距离缩短。为此根据决定,在300米位置开切眼布置回采工作面。运输巷长度为300m,回风巷长度为300m,工作面斜长最小为14m。最大为80m,在回采过程中逐渐增长。 二、巷道支护方式 采面上、下巷采用架工字钢梯形棚支护,运输顺槽为5 m2的梯形断面,下净宽为3.0m,棚距为0.8m,巷道高度为2.0m。回风顺槽为5m2的梯形断面,下净宽为3.0m,棚距为0.8m,巷道高度为2.0m。切眼为单体液压支柱配合铰接顶梁支护。 详见附图10501工作面巷道布置图。 第二节采面机械配备情况 采面机械配备 1、电煤钻 采面采用MSZ-1.2打眼。 2、采面安裝一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机运输,其主要技术参数 型号SGB-420/40T 电机功率40KW 电压等级380/660V 运输能力100t/h 链速 1.1m/s 安装长度14m-80m 单链破断力≥610KN 3、顺槽设备运输順槽安裝一台SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机配合一台 DSJ60/20/220型伸缩性胶带输送机运输。其主要技术参数如下表 SGB-420/40T型可弯曲刮板输送机的技术参数 型号SGB-420/40T 电机功率40KW 电压等级380/660V 运输能力100t/h 链速 1.1m/s 安装长度80m 单链破断力≥610KN 胶带输送机的技术参数 型号DSJ50/20/22 电机功率22kw 电压等级380/660V 运输能力100t/h 带速 2.0m/s 安装长度220m 带宽500mm 4、单体液压支柱 采用DW20-300/100X型悬浮式单体液压支柱配合HDJA-1000型铰接顶梁进行采面支护,“三、四排控顶”,全部垮落法管理顶板,支柱排距1.0m,柱距0.7m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,一次放顶步距1.0m. 其主要技术参数 支柱高度11502000 m 支撑能力300KN 初撑力20Mpa 工作阻力300KN 支柱净重51.8kg 5、乳化泵两泵一箱 乳化泵型号XR2B80/200 功率37KW 公称压力20Mpa 公称流量 80L/min 采面设备、备用材料配备情况表 表4 工作面设备配备表 设备名称规格型号数量使用地点备注风煤钻2台工作面 电煤钻2台工作面 发爆器BFM-500 1台工作面 综保开关ZZ8L-2.5/4 1台运输顺槽 刮板输送机SGB420/40T 2台采面及机巷 单体液压支柱DW20-300/100X 811棵工作面及出口 真空磁力起动器QBZ-200 3台 控制刮板机及皮 带 馈电开关KBZ-400 1台采面机巷口 甲烷传感器GJC100A 4个采面回风巷 防爆电话5部机巷及风巷 注液枪10把采面 浮化泵XR2B80/2001套两泵一箱 地面 π型钢梁 4.2m 16根上、下端头 干粉灭火器20台各运输设备机头、机尾 铰接顶梁HDJA-1000656 工作面及出口 表5 采面备用材料配备表 设备名称规格型号数量存放地点备注 单体柱DW20-300/100X 81根运输顺槽 铰接梁HDJA-1000 65根运输顺槽 金属网10001800mm220张回风巷 圆木∮100-150 50根回风巷煤壁切顶时使用 木板2-5cm厚1m3回风巷 干粉灭火器10台采面 电煤钻1台工作面 风煤钻2台工作面 第三节采煤工序 采煤方法 采用走向长壁后退式采煤法。 采煤工序 工作流程打眼→装药联线放炮→挂梁→攉煤出货→打贴帮柱→推溜→打柱→回柱放顶 1、打眼 本工作面采用煤电钻进行人工打眼,采用三花眼布置,上下各布置一排,炮眼间距为 1.5m,炮眼深度为1.2m。具体见采面的炮眼布置示意图。 2、落煤方式采用爆破落煤,一次起爆26个炮眼20m,循环进尺1.0m。炮眼间距为1.5m,布置两排炮眼。 3、攉煤采用炮后自行装煤与人工攉煤相结合。 4、运煤 10501采面刮板运输机运输→10501运输顺槽胶带运输机运输→10501探煤石门胶带运输机运输→10501运输巷胶带运输机运输→皮带下山胶带运输机运输→皮带运输石门胶带运输机运输→煤仓放煤→主斜井胶带运输机运输。 5、支护 采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护、在顶梁上方铺设小板及篾笆进行接顶,顶板必须护严背实。 6、推溜 工作面出完煤后,必须将刮板运输机向前推移,推移刮板运输机时,只能从机头或机尾向另一方推移,严禁从中间向两头推移。推移刮板运输机时,弯曲段长度不得少于15m,推溜不得出现急弯,以防出现断连接环、溜槽错口等情况。在推移机头和机尾时,必须停止刮板机的运行,将机头或机尾推到位后,立即将机头和机尾打上压柱再开启刮板运输机。 7、回柱 本工作面采用拔柱器回柱或者人工直接拔柱。严禁使用大链进行回柱,防止断链伤人。 十五工作面正规循环生产能力 WLShγc W801.01.61.40.85152.32t 式中W正规循环生产能力,t; L工作面长度,m,取最大值80m; S正规循环推进长度,m,取1m; h平均采高,取1.6m; γ煤的视密度,t/m3,取1.40 t/m3; c工作面采出率,0.85 劳动组织及正规循环作业 1、劳动组织 表6 劳动组织表 工人出勤表在册人数 工种 一班二班三班合计在册出勤备注班长 1 1 1 3 3 3 副班长 1 1 1 3 3 3 安全员 1 1 1 3 4 3 瓦检员 1 1 1 3 4 3 电工 1 1 2 4 4 4 验收员 1 1 1 3 3 3 刮板司机 2 2 2 6 8 6 皮带机司机7 7 7 21 23 21 采煤工10 10 0 20 23 23 回柱工8 8 6 22 24 23 端头支护工 4 4 4 12 13 12 打眼工 4 4 0 8 10 8 放炮员 1 1 0 2 4 3 推溜工 1 1 1 3 5 3 合计43 43 27 113 131 118 10501工作面回采作业规程 第 16 页 共 71 页 2、正规循环作业图表 232221201918171514131211109765432180图例/m 面长班时0204060三班二班一班准备放炮打眼出煤装药挂顶梁推溜打正规柱90回柱放顶打贴帮柱824采煤工作面正规循环作业图表检 修 第三章顶板控制 第一节支护设计 支柱的初选 根据10501工作面地质报告书介绍,工作面煤层平均厚度为1.6m,但回采采高为1.8m,研究初选单体液压支柱型号为DW20-300/100型。 采面支护密度计算 1、支护强度计算 据Pt48mγ 式中Pt工作面支护强度,t/m2 m工作面采高,取1.8m γ顶板岩石容重,取2.5t/m3 系数4-8采高的倍率系数,按5倍采高取值。 ,取5 则pt51.8m2.5t/m3 22.5t/m2 2、合理支护密度计算 根据P Rtn300.8525.5t 式中Rt支柱额定工作阻力300KN约30t n支柱额定工作阻力实际利用系数0.850.9,取0.85; SP/PtL柱L排 L柱P/PtL排K 25.5/22.510.71.21.35m 式中S每棵支柱平均支护面积 L柱、L排工作面支柱柱距、排距 K支柱修正系数,选1.2 由于煤层顶板比较破碎,为了加强支护,取铰接顶梁的间距为0.8m,柱距为0.7m。 支护选型参数校核 开采5号煤层平均厚度 1.6m,选择DW20-300/100型悬浮式单体液压支柱配合 DZJA-1000型铰接顶梁进行采面支护,“三四排控顶”,全部垮落法管理顶板,支柱排距1.0m,柱距0.7m,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,一次放顶步距1.0m. 1单体柱的选择依据 A、最大控顶距切顶排顶板下沉量 SLn.m.R0.041.84.20.302m 其中n系数取0.04 m支柱在切顶排时的平均高度1.8m R最大控顶距4.2m B、支柱支护的最大高度 HmaxM大-b-c2000-100-501850mm≤2000mm 其中M大最大采高2000mm b顶梁厚度100mm c金属网及小板厚度50mm C、支柱支护的最小高度Hmin HminM小-SL-b-a-cHc 1.8 -0.336-0.100-0.050-0.0500.21.464m≥1.45m 其中M小最小采高1.8m a支柱的卸载高度50mm Hc支柱的钻底量200mm 2、支护密度验算 1最大控顶距 η1L/α1N1/L1S1 式中η1最大控顶距支护密度,根/m2 L采面斜长取最大值80m α柱距0.7m S1最大控顶距离4.2m N1最大支护排数4排 则η1[80/0.714]/804.2 1.37根/m2 2最小控顶距 η2L/α1N2/L2S2 式中η2最大控顶距支护密度,根/m2 L采面斜长取最大值80m α柱距0.7m S2最小控顶距离3.2m N2最小支护排数3排 则η2[80/0.713]/803.2 1.37根/m2 支护密度的验算 1每平方米顶板岩体压力 p6mρg62.02.5109.8470.4103N/m 式中m最大采高2.0m ρ岩体密度2.5103kg/m 2最小控顶距时每根单体柱承受的压力Q为 Q/η2470.4/1.582297.34KN/根 根据以上计算,选择DW20-300/100X型单体液压支柱,其最大高度为2000mm,最小高度为1264mm,符合支护要求。 DW20-300/100X型单体柱承受的额定承受载荷为300KN/根,大于Q,故选择排距为1.0m,柱距0.7m,能满足支护密度要求。采面最大控顶距,最小控顶距实际支护密度分别为1.37根/m2和1.37根/m2,均大于该采面合理支护密度1.35根/m2,故支护选择较为合理。 表6 DWX型单体液压支柱技术参数 项目 最大 高度mm 最小 高度mm 工作行 程mm 工作阻 力KN 重 量kg 可代替的DW 型支柱产品 DW20-300/100X 2000 1150 850 300 51.8 DW22 柱梁计算 1、单体柱数量计算 采面斜长最大80m,最小14m,平均斜长47m,在计算时以最大值80m计算,柱距0.7m,最大控顶4排,密集柱1排,戗柱和贴帮柱各半排合计1排,上下巷超前支护柱梁各60根,则计算如下 使用数80/0.7142602 811根 备用数使用数10 81110 ≈81根 共配单体柱81181892根。 2、铰接顶梁计算 采面斜长最大80m,最小14m,平均斜长47m,在计算时以最大值80m计算,柱距0.7m,基本柱及帖帮柱必须全部使用铰接顶梁,密集支柱不使用铰接顶梁,上下巷超前支护各需40根,则计算如下 使用数80/0.715402 656根 备用数使用数10 65610 ≈65根 则共需配铰接顶梁数65665 721根 3、加强初次放顶及回采期间的顶板支护 在初采及回采期间,随着采面的推进,顶板岩体直接顶和老顶对工作面的压力逐渐增大,当上覆岩体重量远大于支柱的工作阻力时,加上随顶板活动带来的巨大动能,有可能造成推垮型或压垮型冒顶。因此必须采取特殊方法进行加强对顶板的支护。在切顶排用直径≥180mm、长度为2.2m的圆木配合单体柱打上一梁三柱的联锁戗棚,并每隔35m 增设一个木垛,以加强顶板的稳定性。戗棚柱必须向采空区倾斜成1015,并且打在铰接顶梁与圆木的交接处。在工作面开始试生产时,另行制定初次放顶期间的安全技术措施。 4、老顶周期来压期间的支护 根据临近矿井回采5煤层的经验及前述支护密度的验算,采用前述支护密度能够承受老顶周期来压,但在回采过程中,当周期来压时,必须采取以下加强支护措施以确保安全 1支护必须按本规程规定支设;必须确保工程质量良好。 2必须保证支柱的初撑力达到90KN以上,并每班进行第二次注液加压。 3加强切顶排的管理,密集柱、戗柱及全承压柱必须按本规程要求设齐,当顶板压力明显或悬顶较大时,必须增设戗棚和木垛加强支护,并沿煤壁棚棚打上贴帮柱。 第二节工作面顶板控制 工作面支护 1、采面单体液压支架安装个数656架。 2、采高1.8m。 3、最大控顶距4.2m ,最小控顶距3.2m,端面距不超过300mm。 4、单体液压支架操作方法采用人工移梁打柱。 5、移架方式随采煤逐架前移。 工作面特殊支护 1、在切顶排用直径≥180mm的圆木配合单体柱设上一梁三柱的联锁戗棚,并每隔3 5m打一正规的木垛,以加强顶板的稳定性。木垛必须是材质较好的硬质方木,其规格为长厚宽1200m m200mm150mm,木垛必须打在硬底上,四角上线,并用木楔打紧以接实顶板。 2、在回采过程中,如果顶板压力较大时,必须增打戗棚和丛柱进行加强支护。 顶板管理 1、工作面采用单体液压支架支撑顶板,全部垮落法处理采空区,移架步距为1.0m。 2、正常情况下,采用及时移架,前探铰接顶梁前端与煤壁之间的端面距不大于300mm,遇顶板破碎或片帮大时,可采用提前拉架的方法管理顶板。 3、当顶板破碎时,要缩短柱距。支架移到位后,要及时地将支架顶梁升起并达到设计初撑力、铰接顶梁伸出控制顶板。 4、升支架时,要注意调整平衡三相阀和架型,以保证支架顶梁能够与顶板全面接触,成排成柱,保证“迎山角”,有效的控制顶板并防止支架初撑力不够而下滑。 第三节上下超前出口及端头的顶板控制 上、下巷安全出口顶板控制 1、上、下巷及安全出口高度要求不低于1.8m。 2、采面上、下端头均采用“4对8梁”进行支护,钢梁采用4.2m长的工字钢梁,一棵大梁下要求不少于三棵基本柱,组内两梁要求交替迈步前移,不得落后于基本支护,上下出口第一组大梁必须打上煤帮柱。 3、机头、机尾大梁的组间距离为0.6m,位于上、下巷巷道内的大梁与采面端头的组 间距不超过0.5m, 组内梁间距离为0.10.2m,上、下出口钢梁支护抵至煤壁,严禁空顶作业。 4、上、下安全出口保持超前煤壁0.6m以上, 上、下安全出口要畅通。 5、上、下安全出口高度与采面高度保持一致。 6、上、下巷的支护要完整可靠,帮顶刹严背实。 7、在初始调采过程中,及时调整端头支护的位置,以及支架的增减。 超前支护 上、下巷自采面煤壁往外20m范围内采用铰接顶梁与单体液压支柱建成走向抬棚进行支护。棚距800mm,顶板破碎或压力较大地段棚距缩小为400--600mm。超前支护基本形式为双排柱梁,柱距不大于1.0m。 三、安全出口管理 每班安排专人维护上、下安全出口,清理浮煤、浮货,确保巷道高度不低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m,安全出口内不准堆积杂物影响通风、行人。 上隅角管理 回采期间,为了避免采空区瓦斯被风流带出导致上隅角瓦斯超限,需要用风筒布把风量引到上隅角,吹散瓦斯 上、下巷维护 10501工作面上、下巷顶板较差,压力较大,巷道变形快,故上、下巷从出口50m往外范围的巷道修护由巷修队专门定期维修,确保巷道的高度。出口50m以内范围属于采煤队自行维护。 矿压观测 1、矿压观测内容 主要观测工作面支柱初撑力、工作阻力。掌握顶板来压规律,分析支柱运转特性。 2、矿压观测方法 1在本工作面支柱安设炮采压力传感器对其进行监测。 2、具体安装方法在工作面的从下出口处每10m信号架的上、下立柱分别安设压力传感器。 3、矿压监测组定期监测立柱的初撑力和工作阻力,对工作面来压情况进行分析、总结。 a 回柱放顶 回柱方法及顺序说明 1、回柱方法 采面采用拔柱器或人工进行9 回柱,上、下安全出口采用回柱绞车回撤工字钢棚。 2、回柱顺序 采面回柱顺序必须是从下往上,从老塘向煤壁的顺序进行。 爆破说明书 1、炮眼布置示意图包括平、剖面图、装药结构图附后。 2、工作面每循环炸药、雷管消耗量 工作面每循环炸药、雷管消耗量表 炮眼名称眼深 m 炮眼 个数 炮眼角度装药量kg 雷管消耗 发 炮泥充填 深度 爆破 方式 联线 方式 装药 方式水平 仰角 垂直 方向 每孔 节 小计 节 顶眼 1.2 53 15752节106节53发≥0.5m 分组 装药 分组 起爆串联正向 装药 正向 爆破 底眼 1.2 53 -10752节106节53发≥0.5m 合计 共布置炮眼106个,共计雷管106枚,炸药212卷,重42.4㎏ 4、联线方式及起爆顺序 联线方式为串联,一次装药一起起爆。 5、人工强制放顶的瓦斯检查方法 在进行人工强制放顶,打眼放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度,严禁瓦斯超限作业。打眼放炮之后,必须先检查高顶区及打眼放炮地点附近10m范围内的瓦斯浓度,只有在瓦斯浓度小于0.8时,方可作业。 6、人工强制放顶爆破的起爆地点及警戒范围 1起爆地点10501运输巷外段200米处。 警戒范围每次响炮前当班班长安排专人到10501运输巷外段200米处。警戒点1同时兼做放炮点、10501回风巷防突风门外与1455回风石门交岔处新鲜风流中警戒点2、1455回风石门与回风斜井交岔处往井底方向10m处警戒点3、10502专用回风巷与回风斜井交岔处上巷口警戒点4、地面回风斜井安全出口警戒点5等地点进行站岗截人,具体10501工作面放炮站岗警戒示意图。 2放炮时停电撤人范围每次放炮前必须将10501运输顺槽、10501工作面、10501回风顺槽、10501回风巷、10501专用回风巷、1455回风石门、回风斜井内的所有人员撤到10501回风巷防突风门外或其他安全地点,并将上述巷道内所有回风流中的非本质安全型电气设备主要通风机除外电源 切断。 炮前炮后必须对放炮地点20m范围内进行洒水灭尘。 3、放炮器的钥匙必须由放炮员随身携带、装药、做引药、联线和放炮工作由放炮员一人担任。 4、放炮前,电工必须把在掘巷道及其回风流中所有动力电源全部停掉,放炮员必须认真仔细检查母线与脚线、脚线与脚线的联接情况、确认无短路、接头包扎好以后,最后离开工作面,待站岗结束后,班队长必须组织清点人数无误后,方准下达起爆命令,爆破工接到起爆命令后,必须先发出爆破信号,至少等5秒,方可起爆。 5、起爆后,必须至少等30分钟、待炮烟散尽,先由瓦检员、安检员、放炮员、本班班队长检查工作面及该巷道内所有情况,无任何隐患后,待瓦斯浓度0.8,班队长进入工作面全面检查帮顶活矸,进行敲帮问顶工作,待松动的煤矸彻底找掉后,其他人员方可进入工作面,是否恢复送电由瓦检员根据实际情况确定。 6、母线与放炮器连接好后,起动放炮器造成拒爆时,爆破工必须先取下爆破器上的钥匙,并将爆破母线从爆破器上摘下,扭结短路,等15min之后,才可沿线路检查,找出拒爆的原因。 7、处理拒爆、残爆时,必须在班组长指挥下进行,并应在当班处理完 毕。如果当班未处理完毕,当班炮工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。 处理拒爆、残爆时,必须遵守下列规定 1炮工必须先把炮机所进联锁箱,并上齐锁后才能进行处理。其他人员是否进入迎头由炮工根据检查情况确定。处理拒、残爆时,其他人员严禁干其他与处理拒、残爆无关工作。 2由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆; 3在距拒爆眼至少0.3m处另打同拒爆眼平行的新炮眼,重新装药起爆; 4严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管;严禁将炮眼残底无论有无残余炸药继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风吹这些炮眼; 5处理拒爆、残爆的炮眼爆炸后,放炮员必须详细检查炸落的煤、矸和收集未爆的电雷管; 6在拒爆、残爆处理完毕以前,严禁在该地点进行同处理拒爆、残爆无关的工作。 25、严禁用炮机做雷管导通实验。 第四节、生产系统 b 运输系统 工作面运煤矸系统 工作面溜子10501运输顺槽溜子皮带 10501探煤石门皮带10501运输巷皮带皮带上山皮带皮带运输石门皮带煤仓放煤主斜井皮带地面。 运煤矸工作面溜子10501运输顺槽溜子皮带 10501探煤石门皮带10501运输巷皮带中部车场矿车轨道上山绞车下放5号联络巷矿车1384轨道运输石门矿车副斜井绞车提升地面。 工作面运料系统 A进料系统地面副斜井1384m轨道运运输石门轨道上山1455回风石门10501回风巷10501回风顺槽工作面。 B运出系统工作面10501回风顺槽10501回风巷1455回风石门轨道上山5号联络石门1384m轨道运输石门副斜井地面。 详见附图10501工作面运输系统图。 c 通风系统 工作面通风线路 1、新鲜风流 A主斜井副斜井1384皮带运输石门1384轨道运输石门皮带上山行人上山10501运输巷10501探煤石门10501运输顺槽10501工作面。 2、污风风流 10501工作面1050回风顺槽10501回风巷10501专用回风巷1455回风石门回风斜井地面。 采面风量计算 根据根据矿井瓦斯涌出量预测方法AQ1018-2006预测,,永响煤矿5煤层,日产量为304t。相对瓦斯涌出量为11.36m3/t。 1、按瓦斯涌出量计算 Q采125q瓦采K采通 1252.41.6 480m3/min 采煤工作面实际需要的风量,m3/min; 式中 Q 采 采煤工作面经瓦斯抽放以后的绝对瓦斯涌出量,2.4m3/min; q 瓦采 Q采QC/1008000.32.4 m3/min 式中Q采绝对瓦斯涌出量,m3/min; Q风量,实测800m3/min; C风流中的平均瓦斯浓度,实测0.25。 K 采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数一般取1.22.1,该数值经过观采通 察实测后取得;取1.6. 2、按工作面同时作业的最多人数计算 Q4N450200m3/min 式中N工作面同时作业的最多人数,按照50人计算。 3、按一次起爆的最大炸药量计算 Q25A 258200m3/min 式中A一次起爆的最大炸药量,8kg。 A20m2节/m0.2Kg/节8Kg 4、按工作面进风温度计算 Q 采最V c最优 S c K i 1.06.661.0 6.66 m/s 式中V c最优 采煤工作面最低风速,按2023℃温度时,选取为1.0m/s; Sc采煤工作面平均有效断面,4.23.2/21.86.66m2; Ki采煤工作面长度系数,工作面长度100m时,选取为1.0; 5、按风速进行工作面风量验算 根据煤矿安全规程规定,采面最低风速为0.25m/s,最高为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足 Q 采≥15S c 156.6699.9m/min1.66m/s Q 采 ≤240Sc2406.661598.2m/min26.64m/s 以上计算取最大值Q 采max{Q 采 }19m/s 合符要求 根据以上计算,回采工作面计算最大风量为480m3/min,满足