3811采煤工作面作业规程

攀枝花恒鼎煤业有限公司绿环煤矿

采煤作业规程

工作面名称：38名采煤工作面

编制人：_________________________

审核：__________________________

安全负责人：_________________________

矿长：__________________________

2019年月日修订

0

会审意见

1、工作面煤层赋存稳定，适宜工作面支架移架、落架时，工作

面支架角度应为40〜50°,保障柔掩支架第一支臂紧贴煤层顶板，

第二支臂在空间位置平行煤帮的支护效果最适宜。

2、工作面煤层变薄，支架移架、落架困难，需要调整支架安设

角度以保障支架能顺利落架，在此特殊情况下，支架角度不受40〜

50°限制，可根据现场实际条件做相应调整，煤层赋存稳定后，及时

调整支架角度。

3、为了防止采空区周期来压，大面积顶板来压对工作面支护产

生冲击破坏，以及防止采空区有害气体大量涌出，采煤工作面架后必

须留有一定的垫层（煤层底煤和采空区垮落研石堆积）以缓冲减小冲

击，结合矿井同煤层前期开采的经验，要求采面架后垫层厚度不小于

3m,加强现场监管，防止架后放煤过当，导致架后垫层厚度不足。

4、柔掩采煤工作面控架支柱打设角度为40-60°,柱径100mm

的单体液压支柱，初撑力不低于90KN；挖架支柱在工作面的支护问

距不超过2m（溜煤眼口至工作面上部变坡点段）；控架支柱在工作面

下端口的支护间距不超过1.5m（工作面行人眼口与溜煤眼口段）；控

架支柱在工作面上端口的支护间距不超过1.0m（工作面上部超前支

架段）；工作面倒隹段必须同时打控架支柱和底蹦子，防止尾架窜肝

和甩架；工作面遇顶板破碎，压力大的区域，应缩小支护间距不超过

1.5in,加强支护效果。

5、工作面钢丝绳规格为e26.5mm,根据柔掩支架受力分布不同，

共使用7根钢丝绳编架，其中：第一、三、四支臂各使用2根钢丝绳，

第二支臂使用1根钢丝绳。

6、每班跟班人员应检查作业区域及新编支架段的垫木板、螺栓、

绳卡等扣件，发现松动，及时拧紧，保障工作面支架联接紧密，各附

件稳固。

7、工作面靠近采空区侧最里面的一条行人眼斜长为5m时，该行

人眼即报废，开始回撤尾架，为防止报废行人眼漏风，必须在报废的

行人眼眼口处打设密集木支柱封闭，并用采空区煤砰石充填实，并在

3811运输巷内设置临时密闭对3811运输巷尾巷进行封闭，尾巷长度

不超过5米，确保尾巷和废旧行人眼严密不漏风。

8、3811采煤工作面运输巷采用双排单体支护影响运输巷机车运

输安全时，可采用加密运输巷金属棚支护（缩小金属棚支护间距为

0.5m）的方式做运输巷超前支护，加密支护段长度不小于20m,加强

对运输巷的检查维修。

9、3811采煤工作面过F8断层及S22向倾斜时，揭煤层松软、

顶板较破碎、瓦斯涌出量增大，必须严格按照编制的《3811采煤工

作面煤层松软防片帮防漏阡补充安全技术措施》和《3811瓦斯管理

专项安全措施》的要求执行。

2

会审人员签字:

技术科：安全科：调度室：

通风科：机运科：机电副矿长:

安全副矿长：生产副矿长：

总工:

3

规程学习贯彻记录

签字职务工种签字职务工种

贯彻时间：贯彻地点：贯彻人：

4

目录

第一章概况........................................7

第一节编制依据.................................................................7

第二节工作面位置及井上下关系..................................................7

备注：表内数据截止日期为2019年9月25日。.....................................7

第三节工作面参数及煤层情况工作面参数..........................................7

第四节煤层顶底板...............................................................8

第五节地质构造.................................................................9

第六节水文地质.................................................................9

第七节瓦斯情况.................................................................9

第八节影响回来的其它因素......................................................10

第九节储量及服务年限..........................................................10

第二章采煤方法...................................11

第一节巷道布置................................................................II

第二节采煤方法及采煤工艺......................................................13

第三节设备配置................................................................14

第三章顶板控制...................................16

第一节顶板支护设计............................................................16

第二节工作面顶板控制..........................................................17

第四章爆破作业...................................25

第一节炮眼布置三视图..........................................................25

第二节爆破安全规定...........................................................26

第五章生产系统...................................29

第一节通风系统................................................................29

第二节安全监控系统...........................................................34

第六节掩护支架的安装..........................................................37

第三节人员定位系统...........................................................38

第四节通讯联络系统...........................................................39

第五节压风自救系统...........................................................40

第六节供水施救系统...........................................................41

第七节紧急避险系统...........................................................42

第八节运输系统...............................................................42

第十节供电系统...............................................................44

5

第六章劳动组织及主要技术经济指标................46

第一节劳动组织................................................................46

第二节循环作业................................................................46

第三节主要技术经济指标.......................................................47

第七章安全技术措施...............................48

第一节技术规定................................................................48

第二节安全管理制度...........................................................50

第三节一通三防管理...........................................................52

第四节工作面调架..............................................................54

第五节掩护支架拆架...........................................................57

第六节防坠落措施..............................................................59

第七节溜煤眼管理..............................................................60

第八节两巷维修................................................................61

第九节两巷铁棚回收...........................................................62

第十节爆破安全................................................................63

第十一节防治水................................................................67

第十二节其他..................................................................67

第八章职业危害防治...............................71

第九章安全风险辨识成果应用......................72

第一节安全风险专项辨识评估时间...............................................72

第二节安全风险专项辨识评估人员构成...........................................73

第三节安全风险辨识评估项目...................................................73

第四节安全风险辨识评估范围...................................................73

第五节安全风险辨识评估方法...................................................73

第六节安全风险辨识评估内容...................................................74

6

第一章概况

第一节编制依据

1、2016版《煤矿安全规程》；

2、矿井采掘接续规划。

第二节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系表表

水平名称+1445m开采水平采区名称一采区

地面标高4-1874.3m—+1794.6m井下标高+1506.2m—1-1450.9m

地面相对位置工作面至地面最大垂深368.1m,最小垂深343.7nu

回来对地面设施的影响该工作面对应地表为荒山，回采对地表设施无影响。

井下位置与四邻关系该工作面对应之上为+1510m—+l560m38#东翼采燥工作面采空区。

运输巷长度（m）67.5回风巷长度（m）97.5平均长度（m）82.5

倾斜长度（ni）70面积（m2）5775煤炭容重（t/n?）1.35

煤厚2.5可采储量（t）19491

备注：表内数据截止日期为2019年9月25日。

第三节工作面参数及煤层情况工作面参数

煤层情况表表1-2

5—2・3

煤层厚度（m）结构式容重(t/m3)1.35

2.5

煤层硬度1——2煤种瘦煤倾角（°）52稳定程度稳定

煤层情况描述该工作面的中38#煤层的结构简单，煤层厚度为2.3m—3.5m,平均为2.5m。

7

第四节煤层顶底板

煤层顶底板情况表表1-3

顶板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

煤

层老顶含砾粗粒砂岩25.5灰色，厚层状

顶直接顶粉砂岩3.1深灰色，薄层状

底

板伪顶泥质粉砂岩0.6灰色，薄层状

情直接底泥质粉砂岩0.8灰色，薄层状

况

老底粉砂岩5.2深灰色，厚层状

附图：煤层综合柱状图

真厚真厚

柱状图岩性描述f

层号(m)累计

•••

•••

•••

•♦♦

•••

••

••・・

*♦216

1♦♦••21灰白色厚层状含砾中、粗砂岩互信

•••

・••

•••

•••

24.525.5灰黑色中厚层状细砂岩5

3,\.......3.128.6灰黑色薄层状泥质粉砂岩5

4,/

•…0.629.2

灰黑色薄层状粉砂质泥岩4

■

52.531.738#煤层1.5

/•••••1

60.832.5灰黑色薄层状泥质粉砂岩

____/....4

75.237.7灰白色厚层状粉砂岩6

•­,

8

8.045.7灰白色中粒砂岩6

8

第五节地质构造

地质构造情况表表1-4

编号构造性质走向倾向倾角落差对回采工作面的

名称(°)(°)(°)(m)影响

1S22向斜33260有一定影响

2F8断层45690.3-0.4有一定影响

第六节水文地质

一、分析采煤工作面区域的主要水源，有影响的含水层厚度、涌水

形式、补给关系、影响程度等。

该工作面局部地段有顶板裂隙水(有滴水、淋水现象)，工作面

运输巷尾巷内雨季采空区渗水有所增大，工作面顶板裂隙水对回采有

一定影响。

二、分析巷道区域，分析相邻老巷、老空积水、钻孔终孔位置、封

孔质量、构造导水等的影响程度。

该工作面的风道上方为+1510m——+1560m33?南采煤工作

面采空区，采空区无积水，在回采过程中应加强对工作面回风巷的维

护。由于该工作面老顶属含水岩系，所以在回采过程中尤其是雨季期

间。一定要随时观察顶板情况，做好防排水工作，做到安全生产。

三、其它水源的分析：

该工作面无其它水源。

四、涌水量：1、止常涌水量2、最大涌水量

正常涌水量：0.2m3/h；工作面运输巷尾巷最大涌水量：0.5m3/h

第七节瓦斯情况

一、工作面及周边瓦斯地质情况介绍

3811采煤工作面上方已开采+1510m〜+1560m38#东翼采煤工作面，

9

+1510m〜+1560m38t东翼采煤工作面中瓦斯和二氧化碳相对、绝对涌出

量如下：最大瓦斯相对涌出量0.72m3/t左右，最大瓦斯绝对涌出量0.12

n?/min左右，最大二氧化碳相对涌出量0.9疗八左右，最大二氧化碳绝

对涌出量。15n?/min左右。

二、参考矿井和相邻采掘工作面瓦斯、二氧化碳涌出情况，预计工

作面瓦斯、二氧化碳等相对、绝对涌出量。

3811采煤工作面瓦斯相对涌出量0.78m3/t左右，瓦斯绝对涌出量

0.046m3/min左右，二氧化碳相对涌出量0.9m3/t左右，二氧化碳绝对

涌出量。15小3/川量左右。

三、瓦斯、二氧化碳等对本工作面的影响程度预计。

由于该工作面瓦斯、二氧化碳相对、绝对涌出量较低，预计瓦斯、

二氧化碳对本工作面的影响程度相对较小。

第八节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质因素情况表表15

其它因素对回采工作面的影响

CH,、CO，根据+1510m〜+1560m38#南采煤工作面开采时瓦斯情况，CH」、C02对该工作面要

开采影响较小。

煤层爆炸指数煤尘无爆炸性

煤层自燃倾向性不易自燃性

地温危害23℃左右

冲击地压危害无冲击地压

第九节储量及服务年限

一、工作面可采储量：19.491KT

二、服务年限：5个月

10

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

该采区为急倾斜煤层群分层开采，采区区段石门集中联合布置,

贯穿整个采区，区段石门揭穿所有可采煤层，工作面平巷沿煤层走向

布置，并与区段石门相联。

二、工作面运输巷

3811工作面运输巷沿38’煤层走向布置，支护形式为11#工字钢

架梯形棚，断面规格为（上净宽+下净宽）X净高/2=（1.8+2.6）X

2/2,净断面4.痴2,支护间距1.0m,使用板皮背帮接顶，圆木做撑

杆。

三、工作面回风巷

工作面回风巷沿38,煤层走向布置，支护形式为11"工字钢架梯形

棚，断面规格为（上净宽+下净宽）又净高/2=（1.6+2.4）X2/2,净

断面4.0痛，支护间距1.0m,使用板皮背帮接顶，圆木做撑杆。

四、溜煤眼

沿38#煤层顶板施工，坡度35。，支护形式为9#工字钢架梯形

棚，超前溜煤眼断面规格为（上宽+下宽）X中高/2=（1+L6）X1.6/2,

净断面2.08m2,支护间距LOm,煤层松软或顶板破碎时，支护间距

缩小为0.6m以内。顶板使用板皮背帮接顶，圆木做撑杆、拉杆联锁。

五、联络巷

it

3811边上山联通3811回风巷、运输巷，支护形式为11#工字钢

架梯形棚，断面规格为（上宽+下宽）义中高/2=（1+1.6）XI.6/2,

净断面2.08m2,支护间距1.0m,煤层松软或顶板破碎时，支护间距

缩小为0.6m以内。顶板使用板皮背帮接顶，圆木做撑杆、拉杆联锁。

六、回采方向

3811工作面自切眼上山由S22向斜东翼向西翼后退式回采，收

作位置为距离3811回风上山（收作上山）20nl处停采。

七、胴室及其它巷道

工作面无其它碉室巷道。

附图：工作面及巷道布置图（示意图）

12

第二节采煤方法及采煤工艺

一、采煤方法

根据38.煤层的赋存条件（急倾斜中厚煤层，煤层赋存相对稳定）,

结合我矿开采38#煤层比较成熟的开采经验和技术装备情况，经公司

及矿研究决定：+1506U1〜+1450m区段38#煤层采煤工作面（以下简称

3811工作面）采煤方法选择俯伪斜柔性掩护支架采煤法，工作面伪

倾角为35°±2°o对急倾斜中厚煤层，柔掩采煤法相比其它采煤方

法具有产量高、生产系统简单、回采工艺少、安全可控、材料耗用少、

劳动效率高、回采率高、掘进率低等优点。

二、采煤工艺

安全检查一改柱一瓦斯检查一打眼一瓦斯检查一装药一连线一

瓦斯检查一爆破一瓦斯检查一安全检查一改柱一擢煤一调整工作面

支架（采煤工艺流程含“一炮三检”和“敲帮问顶”等安全检查工作）。

三、落煤方式

采用煤矿许用乳化炸药和毫秒延时电雷管爆破落煤。

四、装运方式

工作面爆破落煤后，爆落煤炭沿工作面溜煤板自滑到工作面溜煤

眼，通过溜煤眼放煤口在3811运输巷装矿车，由2.5吨蓄电池机车

运到+1445m运输石门，经轨道下山提升到+1560m主要运输大巷，在

+1560m主要运输大巷再由5吨蓄电池机车运到主平胴地面煤仓卸载。

13

第三节设备配置

工作面设备配置表表1-6

设备名称规格及型号数量电机功率用途

防尘煤电钻ME-1.211.2KW可湿式打眼

风煤钻

综合保护装置ZBZ-41控制煤电钻、绞车、声光信号装置

回柱绞车JH-81回收回风巷金属棚及拉柔掩架子

拔柱器5T2工作面拆架

真空馈电开关KBZ-2001电源总开关

真空磁力启动器QBZ-1202乳化泵

真空可逆启动器QBZ-80N1控制回柱绞车

真空磁力启动器QBZ-801局部通风机开关

局部通风机YBT42-2-5.525.5KW超前溜煤眼掘进

乳化泵BRW-80/20237KW供工作面高压乳化液

乳化液箱XR-80/6.31

监测监控装置KJ90NA1套含一套风瓦电闭锁装置

人员定位装置KJ251A1套

通讯装置矿用隔爆电话1套通讯联络

语音广播1套

压风自救装置ZYJ(A)4套

消防尘装置

附图：工作面设备布置示意图。

该工作面为炮采工作面，设备布置示意图。

14

3811采煤工作面设备布置图

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第三章顶板控制

第一节顶板支护设计

一、采煤工作面的支护设计

1、工作面支护形式的选择

工作面采用1.6m四边形柔性掩护支架配合单体液压支柱控制采

场，柔性掩护支架之间用小26.5mm钢丝绢和垫木板联接，单体液压

支柱的规格为：支-1.2、DZT.8、支-2.2、DZ-2.5系列单体液压支

柱，工作面控架支柱主要采用DZ-L8、DZ-2.2型，DZ-2.5型单体主

要用于工作面运输巷、回风巷超前支护，DZ-1.2型主要用于支撑点

柱等特殊地点。

长义宽X厚二420X180X50

长X宽X厚=510义180义50

垫木板规格（mm）

长义宽义厚二1000X180X50

长义宽X厚二290X180X50

2、支架的结构

工作面使用的柔性掩护支架由公司机电运输部加工制作，制作材

料采用1/矿用工字钢（选用1根长度为2485mm的1「工字钢，先在

指定位置打孔，用于安装夹板和螺栓固定钢丝绳;再在工字钢420mm、

1015mm>2115nmi处分别开一宽度为80mm、90mm、80mm,深度为90mm

的斜口；利用压力设备将开口处压合，再用加工好的筋板焊接压合缝

隙两侧；最后用加工好的底板焊接支架两端），支架结构为四边形（从

16

架头至架脚由4段构成，每2段间的夹角依次为135。、130。、135。，

从架头至架脚四段的长度分别为420mm、515mm、1000mm、290mm）,

支架从架头至架脚的最大净宽为1600mm±10mmo

3、采高的确定

该区段内38。煤层平均厚度为2.5m,工作面选用1.6m四边形柔

性掩护支架，工作面一次采高为1.6m（沿煤层顶板开采，靠近底板

超出采高部分煤炭资源自行垮落后堆积在柔掩支架后方，经放架后煤

放出）。

4、1.6m柔性掩护支架设计加工示意图

第二节工作面顶板控制

一、工作面顶板管理

1、根据柔性掩护支架的特点，支架间距为0.16m（即：工作面

斜长1m需安装6架柔掩支架），支架用7根426.5mm的钢丝绳连接

17

（因柔掩支架架头、架脚受力更大，第一、三、四支臂各使用2根钢

丝绳，第二支臂使用1根钢丝绳），支架间采用垫木板间隔，柔掩支

架为金属钢性支架，利用钢丝绳和垫木板联接成整体，受采空区垮落

肝石及柔掩支架自身重力作用，受2个方向作用力（切工作面煤壁法

线方向和沿工作面煤壁方向作用力），切工作面煤壁法线方向的作用

力将柔掩支架往工作面煤壁方向推移，利用工作面控架支柱调整柔掩

支架，保持工作面作业空间在安全可控范围内；沿工作面煤壁方向作

用力将柔掩支架往工作面下部拉牵，通过控制工作面推进步距和控架

支柱调整，使柔掩支架平稳下移，保持工作面柔掩支架整体稳定。

2、工作面行人眼口至溜煤眼口段控架支柱每间隔不超过1.5m打

一根；溜煤口至工作面上部落平点段每间隔不超过2m打一根；工作

面回风巷超前支架每间隔不超过1m打一根控架支柱。

3、工作面控架支柱应打成斜撑支柱，单体液压支柱与水平线的

夹角为40°〜60°（即：单体液压支柱的下端靠近柔掩支架的架脚，

单体液压支柱的上端打在柔掩支架架头钢丝绳夹板与第一段转弯接

缝处之间，单体上端的爪子不能升在钢丝绳上，避免破坏钢丝绳的强

度和完整性），打控架支柱前，应擢浮煤、掏柱窝，使单体液压支柱

打在实体煤帮上，保障初撑力达90KN。

4、特殊情况下，工作面柔掩支架仰架时（柔掩支架架脚往煤层

顶板方向靠拢，作业空间安全宽度缩小，支架架头与煤帮之间的顶板

暴露面积增大，脚架与采空区之间的空隙增大，容易引发顶板冒落和

18

架脚窜肝的危险），可以打底撑柱（又叫底蹦子，即：单体液压支柱

平卧在工作面煤壁上，单体液压支柱下端打在38,煤层顶板上，打之

前应在煤层顶板相应位置掏柱窝，单体液压支柱上端打在柔掩支架架

脚，利用液压支柱的支撑力，将柔掩支架架脚往煤层底板方向支撑,

在采空区肝石重力作用下，使柔掩支架架头往3G煤层顶板方向靠拢,

处理仰架）；工作面柔掩支架趴架时（柔掩支架架头沿煤层顶板往煤

帮靠拢，缩小工作面作业空间狭窄，使作业人员操作困难，若在作业

过程中受采空区压力作用，支架突然下坠，容易引发挤压事故），针

对趴架的支架，可以打支撑点柱（即：单体液压支柱下端打在工作面

实体煤壁上，液压支柱上端打在柔掩支架架头处，整根单体液压支柱

为竖直方向打设，防止柔掩支架架头继续下移，保障工作面安全作业

空间）。

斜接控架支柱底挂柱

5、处理工作面柔掩支架仰架、趴架等特殊地段时，可以增加底

撑柱和支撑点柱控制柔掩支架，确保工作面作业空间安全，但是，工

19

作面正常的控架支柱（斜撑柱）不能因打了底撑柱和支撑点柱而减省,

仍按规定间隔不超过2m打一根斜撑控架支柱。

支撑点柱

二、工作面眼口处支护

工作面凡遇贯通口（行人眼及溜煤眼与采煤工作面贯通口），必

须采用单体液压支柱配合直径不小于18cm的半圆木打接架柱（即：

在工作面眼口处，沿柔掩支架架脚伪倾斜方向35。±2°,用半圆木

紧贴38「煤层顶板，再打2根单体液压支柱固定半圆木，单体液压支

柱端头支撑半圆木，单体液压支柱底端打在煤层底板柔掩支架架脚下

方，保证一梁二柱），使眼口段柔掩支架顺接架柱平稳下移，且防止

架脚窜肝，防止顶板暴露面积过大，若眼口段柔掩支架架头与38,煤

层顶板之间间隙超过0.2m,还必须用圆木或木板皮较顶，防止眼口

处架头窜肝，距离眼口上、下帮不超过1m处必须打一根控架支柱。

20

三、超前支护

运输巷超前支护：运输巷行人眼口往外20nl段，原则上应从眼口

处往外10m打设双排单体支护，10m至20门段为单排单体支护（超前

支护采用DZ-2.5型单体液压支柱配合1.0m型金属较接顶梁支护，单

体液压支柱柱距1.0m）,若运输巷采用机车运输，打设双排超前支柱

影响机车运输安全时，可采用每2架金属棚之间加1架金属棚，缩小

金属棚支护间距的方式加强运输巷支护，金属棚间距不超过0.5m,

加强支护段长度不小于20mo

回风巷超前支护：从柔掩支架超前支架末端往外10m打设双排单

体支护，10m至20nl段为单排单体支护（超前支护采用DZ-2.5型单

体液压支柱配合L0m型金属较接顶梁支护，单体液压支柱柱距1.0m）o

双排超前支护

平丁而阳刖又旷

四、工作面架后垫层规定

21

为了防止采空区周期来压，大面积顶板来压对工作面支护产生冲

击破坏，以及防止采空区有害气体大量涌出，采煤工作面架后必须留

有一定的垫层（煤层底煤和采空区垮落阡石堆积）以缓冲减小冲击,

结合矿井同煤层前期开采的经验，要求采面架后垫层厚度不小于3nb

加强现场监管，防止架后放煤过当，导致架后垫层厚度不足。

五、采高与煤厚安全规定

3811工作面煤层平均厚度为2.5m,38.煤层赋存稳定，局部段煤

层发生变化，当煤层厚度发生大的变化，应及时调整支架，以保障支

架能平稳安全移架、落架。柔掩工作面作业空间由柔掩支架、38「煤

层顶板及38#煤层构成，正常状态下，柔掩支架架头紧贴煤层顶板，

柔掩支架架脚落在工作面煤帮上，柔掩支架架脚至煤层顶板之间的水

平宽度约1.5m（1.4-1.6m）o

当煤层变薄且不低于1.5m时，可通过调整柔掩支架架型使支架

顺利落架（打控架支柱时，控架支柱的下端比正常状态下与架脚间的

距离加大，通过控架支柱产生的支撑力，使支架架脚往煤层顶板方向

靠拢，缩小架脚与煤层顶板间的宽度，以适应煤层变薄能安全落架）；

当煤层变薄且低于1.5m时，不能完全依靠调整柔掩支架架型过变薄

带，必须采用硬破顶板的方式过变薄带，破除顶板后，严格执行“敲

帮问顶”制度，找净伞檐活石；当煤层厚度大于2.0m时;因3G煤层

为急倾斜煤层，沿煤层顶板开采，随着工作面走向推进，剩余底煤会

自行垮冒落在柔掩支架架后形成垫层，可通过放架后煤的方式将超出

采高的底煤放出，提高回采率，但工作面必须调整好柔掩支架形态,

22

保障架头紧贴煤层顶板，架脚落在工作面实体煤帮上方，若架头与煤

层顶板间的空隙超过0.2m,有窜砰危险时，应用圆木或板皮较顶，

若架脚未落到实体煤帮上，架脚悬空有漏肝危险时，也应用圆木或板

皮封闭。

六、柔掩支架回收及材料管理

1、柔掩支架回收方法及顺序说明

（1）柔掩支架回收方法：采用人力手动拔拉器回收。

（2）柔掩支架回收顺序：尾架段（倒角L5m〜2m）柔掩支架回

收顺序由里往外逐架进行回收；工作面斜巷内支架由下往上逐架进行

回收。

（3）、具体回收安全技术措施附后。

2、坑木规格及循环用量

板子，规

半圆木，

格：1.2垫木板，

坑木规格6=18cm合计备注

xo.15X一套4块

L=2.Oin

0.05m3

每根材积（m3）0.0120.030.045

艰206002

循环用

量

m30.24180.09

艰101200

回收量

m30.123.60

艰101200

复用量

m30.123.60

万吨耗用

消耗量m30.1214.40.0916.5

曷

23

3、对支护材料储存地点、数量、措施的规定及降低坑木消耗的

措施。

（1）工作面所用的坑木储存在3811回风巷内距架头30m以外的

宽敞处，按规格分类码放整齐，并挂牌管理且不得占巷道有效断面的

1/3以上，不得影响通风行人。

（2）严格按规定下料，严禁长料短用。

（3）工作面支架走到煤壁，以减少接顶时坑木的使用量。

（4）回收回风巷金属棚时，安全条件下回收背帮背顶材料。

附图：工作面巷道布置图示意图

工作面断面支护示意图

A-AxwairaBB

24

第四章爆破作业

第一节炮眼布置三视图

一、炮眼布置三视图（示意图）

工作面爆破三视图

二、爆破说明书

1、装药方式：正向装药；

2、连续方式：串联连线爆破；

3、爆炸物品种类：毫米延期电雷管、煤矿许用三级炸药;

4、打眼深度:2.0m（炮眼利用率:100%）；

5、封泥长度：大于0.5m；

6、开帮进度：1.5mo

25

三、炸药、雷管消耗定额

封泥眼炮眼角度单孔

炮眼炮眼段眼深雷管爆破

孔数长度距水炸药

名称编号位(m)竖直消耗顺序

(m)(m平(kg)

中心1112.00.50°35°0.61I

顶眼2、3252.00.51.01035°0.62II

底眼4、5252.00.51.01035°0.62II

合计3.05

四、装药结构图:

炮眼装药结构图

9000

第二节爆破安全规定

1、工作面每次爆破，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”爆

破制度，现场班组长、放炮员、瓦检员认真履行职责，监督执行爆破

安全制度，发现未按要求装药、连线，瓦斯异常超限，未严格设置放

炮警戒，工作面安全隐患未处理等情况，严禁放炮。

2、放炮员作必须由持证上岗的专职放炮员进行，起爆器钥匙由

放炮员随身携带，只能在起爆通电前，才能将钥匙插入起爆器，放完

炮，立即将钥匙和起爆器分离，严禁随处丢放，并将放炮母线扭结成

短路，放炮线随放随收。

26

3、警戒设置的具体位置为：

（1）、3811采煤工作面爆破前由班长亲自安排专人到3811采煤

工作面回风平巷内设置警戒（距离爆破地点超过100米），然后班长

组织工作面其余人员撤离至3811运输巷放炮点（距离爆破地点超过

100米）。

（2、）工作面人员撤离至放炮地点后由班长电话联系3811回风

巷警戒人员，确认警戒设置情况（确认是否有人员进入工作面爆破范

围内）警戒人员Hl答已设置好警戒无人进入爆破范围可以放炮，班长

在得到警戒人员答复后通知放炮员警戒已设置好可以放炮，放炮员在

接到班长通知后方可连线起爆。

（3）、放炮员在起爆完后，待工作面炮烟吹散后由安全员、爆破

工、瓦检员和班长检查爆破地点的通风、瓦斯、顶板、支护、拒爆、

残暴等情况，在确认无拒爆、残暴等情况后，由班长电话联系3811

回风巷的警戒人员告知已爆破完可以撤销警戒，警戒人员在撤销警戒

后与班长等人员汇合。

4、炸药、雷管应放置在3811回风巷距离上安全出口超过100m,

顶板完好无淋水、远离电气机械设备、支护完整的安全地点，炸药、

雷管分箱上锁存放，每次爆破应根据用量领取，未使用完的炸药、雷

管及时放回箱内储存，当班未使用完的炸药、雷管按规定退库，并做

好相应记录台账。

5、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管

体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚

线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。

6、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：

（1）必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆

破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷，装配起

爆药卷数量，以工作面需要的数量为限。

27

（2）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木

棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷的中

部或捆在药卷上。

（3）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管

脚线扭结成短路。

7、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹

质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内的各药卷必须彼此

密接。

8、根据煤矿安全规程第359条规定：炮眼深度超过Ini时，封

泥长度不得小于0.5m。3811采煤工作面作业规程规定打眼深度为

2.0m。所以装药时封泥长度不得小于0.5m。

9、爆破后，待工作面的炮烟吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组

长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒

爆、残爆等情况，如有危险情况，必须立即处理。

10、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班

处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班

爆破工交接清楚，处理拒爆时，必须遵守下列规定：

（1）通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆

破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15min,才可沿线路检查,

找出拒爆的原因。

（2）由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（3）在距拒

爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

28

(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。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；产禁

用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。

(5)处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、

研，收集未爆的电雷管。

(6)在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关

的工作。

11、处理卡在溜煤眼中的煤、肝，人工疏导无效的情况下，确无

爆破以外的办法，可爆破处理，但必须遵守下列规定：

(1)必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的煤矿许用二级乳化

炸药。

(2)每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得

超过300go

(3)爆破前必须检查溜煤眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦

斯，只能在瓦斯和二氧化碳浓度均不超过1%时，方可爆破。

(4)爆破前必须洒水。

(5)每次爆破，警戒设置位置仍按本款第3条规定执行。

第五章生产系统

第一节通风系统

一、工作面通风方式及通风系统

(一)通风方式

工作面采用“U”型通风方式。

(二)通风系统

新鲜风：主平碉一+1560H1区段运输石门一(行人下山)轨道下山一

29

+1445m石门一3811运输巷一3811采煤工作面。

泛风：3811采煤工作面一38n回风巷一+1510n138#层回风上山一

+156011）区段西翼回风石门-*总回风上山f+1640m回风石门f地表。

（三）通风设施

工作面回风巷中设置有正反风门，风门之间安设有联锁及语音报警

装置。

二、工作面需要风量计算

1、采煤工作面需风量计算

①按瓦斯涌出量计算

Q=100qk=100X0.046X1.2=5.52m3/min

式中：q——取瓦斯绝对涌出量平均值，0.046m7min：

k——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，参照

工作面瓦斯涌出情况，取2.0。

②按二氧化碳涌出量计算

Q=67qk=67X0.082X1.1=6.04m3/min

式中：q——取二氧化碳绝对涌出量平均值，0.082m7min；

k——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，

参照工作面二氧化碳涌出情况,取2.0o

③按气象条件计算

3

Q=60XVXSXkhXk1=60Xl.0X1.6X1.0X1.0=96m/min

式中：V——采煤工作面风速。通过测定，该工作面实际温度为

20℃,故该工作面对应适宜风速取：1.0m/s；

S——采煤工作面平均断面积，1.6痛；

kh——采煤工作面采高调整系数，1.0；

k.——采煤工作面长度调整系数，1.0；

60——单位换算产生的系数。

30

④按炸药量计算

Q=10A=10X3=30m7min

式中：A——一次性起爆最大炸药量，取3kg；

10——每IKg二、三级煤矿许用炸药需风量，mVminc

⑤按采煤工作面每班工作最多人数验算

Q=4N=4X10=40m7min

式中：4——每人需风量，m7min；

N——工作面同时工作最多人数，10人（含安瓦检员及检

查人员）。

⑥按风速验算

a按JL作面最低风速验算最小风量

Q260X0.25S260X0.25XI.6224m3/min

式中：0.25——采煤工作面最低风速，m/s；

S——采煤工作面平均断面积，1.6m2；

60——单位换算产生的系数。

b按工作面最高风速验算最大风量

QW60X4SW240X1.6W384m3/min

式中：4一一采煤工作面允许的最高风速，m/s；

S——采煤工作面平均断面积，1.6m2；

60——单位换算产生的系数。

⑦初步确定采煤工作面需风量

根据计算，确定采煤工作面需风量为：100//min。

2、超前溜煤眼掘进需风量计算

①按瓦斯涌出量计算

Q=100qk=100X0.046X1.2=5.52m7min

式中；q——取瓦斯绝对涌出量平均值，0.046m3/min；

31

k——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，参照工作

面瓦斯涌出情况,这里取1.2。

②按二氧化碳涌出量计算

Q=67qk=67X0.082X1.1=6.04m7min

式中：q——取二氧化碳绝对涌出量平均值，0.082m7min；

k——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数,

参照工作面二氧化碳涌出情况，取1.1。

③按炸药量计算

Q=10A=10X1.5=15m7min

式中：A——一次性起爆最大炸药量，取1.5kg；

10——每IKg二、三级煤矿许用炸药需风量，m7min<

④按局部通风机实际吸风量计算

Q二Q吸+60X0.15S=120+60X0.25X4.4=186m7min

式中：Q吸一一局部通风机的实际吸风量，m'7min；经现场实测,

局部通风机吸入风量为120nf/min

0.25——有瓦斯涌出煤巷的允许最低风速，m/s：

S——局部通风机安设处至回风口间的巷道最大断面积，

4.4m2；

60——单位换算产生的系数。

⑤按掘进每班最多人数验算

Q=4N=4X7=28m3/min

式中：4---每人需风量，m3/min；

N——工作面同时工作最多人数，7人（含安瓦检员及检

查人员）。

⑥按风速验算

a按工作面最低风速验算最小风量

32

Q260X0.25S260X0.25X2.67240.05m7min

式中：0.25——有瓦斯涌出岩巷、半煤岩巷和煤巷的允许最低风

速，m/s；

S——超前溜煤眼断面积，2.67m2；

60——单位换算产生的系数。

b按工作面最高风速验算最大风量

QW60X4SW240X2.67W640.8m3/min

式中：4——掘进工作面允许的最高风速，m/s；

S——超前溜煤眼断面积，2.67m2；

60——单位换算产生的系数。

⑦确定掘进工作面需风量

根据计算，确定掘进溜煤眼时工作面需风量为50m3/min,局部风

机安设处风量为186m7mino

3、确定工作面风量

综上所述，当3811采煤工作面无超前溜煤眼掘进时取定风量

lOOmVmin,当3811采煤工作面掘进超前溜煤眼时取定风量186m7min。

根据3811工作面实际爆破通风情况，该工作面爆破后，需