平煤十三矿11041采面作业规程.docx
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平煤十三矿11041采面作业规程
PMGF－SSK－ZS－13－09
平煤股份十三矿
采煤工作面作业规程
采煤工作面编号：
己15-17——11041
编制单位：
综采三队
技术负责人：
单位队长：
编制日期：
2013年10月
目录
第一章采煤工作面概况1
第二章采煤工作面地质条件2
第三章采煤方法6
第一节采煤工作面巷道布置6
第二节采煤工艺和顶板管理7
第三节采煤工作面安全质量管理标准16
第四节机电设备及维修18
第四章生产系统29
第一节 运输系统29
第二节通风系统31
第三节 供电系统36
第四节液压系统40
第五节综合防尘系统42
第六节安全监测监控系统45
第七节防灭火系统47
第八节压风自救系统50
第九节人员定位系统51
第十节供水施救系统52
第五章职业病危害防治53
第六章劳动组织55
第七章主要技术经济指标58
第八章安全技术措施59
第一节总则59
第二节采煤工艺安全技术措施60
第三节机电维修与操作安全技术措施75
第四节采煤机解体和安装安全技术措施86
第五节一通三防安全技术措施88
第六节煤质管理措施101
第七节其它安全技术措施102
第九章 防灾和事故预防应急预案126
第一节总则126
第二节水灾避灾路线127
第三节火灾避灾路线128
第四节瓦斯、煤尘爆炸事故避灾路线128
第五节煤与瓦斯突出事故避灾路线128
第六节大面积停风期间避灾路线129
第十章初采初放安全技术措施133
第一节总则133
第二节初采前准备工作133
第三节初采初放安全技术措施134
第四节初采初放期间瓦斯管理安全技术措施139
第十章收尾安全技术措施（待编）140
第十一章安全技术补充措施（待编）140
第一章采煤工作面概况
采
面
位
置
该采煤工作面位于己一辅助采区第一区段，北靠已回采的己15-17-11022采煤工作面，南临尚未布置的己15-17-11061采煤工作面，东到己一辅助回风下山的保护煤柱，西至F6正断层的保护煤柱。
地面位置在余家宛东北，地势较为平坦，地面标高在+82.5m～+85.2m,回采标高﹣226.3m～﹣326.6m。
采及
面其
范储
围量
该采煤工作面可采走向长898.9m，倾斜宽分里、中、外三段，分别为104米、176.1米和204米；斜面积分别为10030m²、79260m²和71870m²,总面积161160m²；平均采高3.0m，容重1.43T/m³，回采率95%,可采储量为65.7万吨。
与及
临采
近区
煤关
层系
该采煤工作面位于己一辅助采区第一区段，北靠已回采的己15-17-11022采煤工作面，南临尚未布置的己15-17-11061采煤工作面，东到己一辅助回风下山的保护煤柱，西至F6正断层的保护煤柱。
与对
地位
面置
相
地面位置在余家宛东北，地势较为平坦，地面标高在+82.5m～+85.2m,回采标高﹣226.3m～﹣326.6m。
采煤工作面
面的
与关
地系
地面位置在余家宛东北，地势较为平坦。
第二章采煤工作面地质条件
项目
序号
内容
说明
煤
层
赋
存
条
件
1
产状
走向
108°～135°
倾向
198～225°
2
煤层
有自燃发火倾向性
发火期
1～2月
瓦斯绝对涌出量
0.21～1m³/min
3
煤质
水份（%）
灰份（%）
挥发份（%）
固定炭（%）
发热量（MJ/Kg）
容重（T/m3）
焦渣特征（%）
含硫
（%）
0.81
22.17
22.41
55.61
25.72
1.43
5
0.6
4
煤层
厚度
平均5.0m
稳定程度
较为稳定
变异系数
5
概况
该采煤工作面回采己15-17煤层，煤层较为稳定，风、机巷掘进时实际揭露煤层厚度在3.0m～6.0m之间，平均5.0m。
煤层倾角在13°～32°之间，平均21°。
储
量
走向长（m）
倾斜长（m）
斜面积（m2）
煤厚（m）
容重T/m3
工业储量（万t）
可采储量（万t）
回采率（％）
898.9
里段104m；
中段176.1m；
外段204m
161160
平均5.0m
1.43
69.2
65.7
95
顶
底
板
特
性
1
顶板岩性及其关系
煤层直接顶为砂质泥岩，局部与泥岩互层，不稳定，0.3m～2.2m,平均厚1.2m;基本顶为细中粒砂岩（标3），平均厚12.2m。
2
顶板垮落（来压）步距
直接顶垮落步距
基本顶初次来压步距
基本顶周期垮落步距
随采随落
30～35m
25～30m
3
顶板
分类
直接顶类别
基本顶级别
Ⅱ类
Ⅱ级
4
底板特性
直接底为砂质泥岩，局部为泥岩，平均厚0.3m；基本底为细砂岩与砂质泥岩互层，局部相变为粉砂岩（标2），平均厚12。
水
文
1
涌水
正常涌水量
最大涌水量
预计涌水地点
PH值
25m3/h
50m3/h
顶板砂岩
中性
2
其它
生产用水排放不及时会影响生产。
图2-1己15-17-11041采煤工作面综合柱状图
表2-1断层一览表
名称
走向（°）
倾向（°）
倾角（°）
性质
落差（m）
影响程度
f1
108
198
25
正
0.7
影响比较小
f2
100
190
20
正
0.4
影响比较小
f3
89
179
35
正
1.0
影响比较小
f4
53
143
60
正
3.0
影响比较大
f5
44
314
73
正
1.3
影响比较大
f6
52
142
60
正
1.6
影响比较大
f7
66
156
48
正
5.0
影响比较大
f8
87
357
55
正
7.0
影响比较大
f9
33
123
45
正
7～13
影响比较大
f10
51
321
73
正
1.2
不影响回采
f11
90
180
40
正
2.5
不影响回采
f12
54
324
55
正
1.0
不影响回采
f13
48
138
55
正
1.0
不影响回采
f14
43
133
45
正
3.0
不影响回采
f15
73
343
60
正
7～17
影响比较大
f16
276
6
48
正
0.7
影响比较小
f17
8
278
55
正
1.8
影响比较小
f18
114
204
15
逆
5.0
影响比较大
f19
69
339
88
正
3.2
影响比较大
f20
68
338
70
正
1.0
影响比较大
f21
70
340
50
正
1.0
影响比较大
f22
87
177
60
正
2.5
不影响回采
f23
90
180
40
逆
8.5
不影响回采
无线电磁波透视探测断层
KF1
101
0～3
影响比较小
KF2
69
0～3
影响比较小
地质条件综合评述：
采煤工作面在风、机巷掘进过程中共揭露大小断层23条，分别为f1~f23，其中逆断层两条（f18和f23）。
落差大于3.0m的断层有9条,除f14外，其余8条对采煤工作面的推进都有一定的影响。
由于f9、f15正断层落差较大，影响推进时过岩石段距离较长，故对原设计采煤工作面进行改造，做了补机巷及补切眼。
（详见断层一览表）
通过无线电磁波透视技术法在采煤工作面中发现多处地质异常区，其中有两处为风巷揭露断层的延伸，两处为隐伏断层，分别为KF1、KF2，落差均为0~3m之间，预计对回采的影响比较小。
（详见《11041采煤工作面无线电磁波透视探测成果报告》）
水文地质综合评述：
该采煤工作面推进时主要水害为顶板砂岩水，顶板砂岩水未受到过大的扰动，较为富集，有一定的静储量，但其补给性、连通性较差，以消耗静储量为主，在风、机巷掘进过程中局部地段存在滴水、淋水现象。
风巷北靠已回采完毕的己15-17-11022采煤工作面，大量的生产用水滞留在采空区，分布在采煤工作面的里段和外段。
预计积水面积27200m²，积水量为31000m³，在11041风巷掘进期间已疏放完毕，合计放老空水31000m³；机巷在3901钻孔附近淋水较大，根据封闭不良钻孔统计显示，该钻孔封孔质量良好，综合分析为f18逆断层引起的顶板淋水。
预计推进期间正常涌水量25m³/h，最大涌水量50m³/h。
第三章采煤方法
第一节采煤工作面巷道布置
一、采煤工作面巷道布置
机、风两巷均沿煤层走向布置，两巷均沿顶掘进，设计断面14.95m2，局部受地质构造影响风、机巷顶板起伏变化较大，给生产和管理带来一定困难（采煤工作面巷道布置如图3-1所示）。
二、两巷支护
风巷、机巷主要使用U型钢（U36）支护，局部地段采用锚网支护。
图3-1采煤工作面巷道布置
第二节采煤工艺和顶板管理
一、采煤工艺
本采煤工作面回采己15－17煤层，采用走向长壁后退式采煤方法，综合机械化采煤工艺。
全部垮落法管理顶板，设计采高为3.5±0.1m。
1、落煤：
该采煤工作面落煤采用MG300/700-WD型采煤机，割煤方式为双向割煤，进刀方式为斜切进刀，其程序为：
（1）采煤机下行（或上行）割煤到终端。
（2）将采煤机前滚筒下降，后滚筒上升，沿刮板运输机的弯曲段反向切入煤壁，到全部进入直线段后停止。
（3）调上、下滚筒位置，同时推移刮板运输机弯曲段及机头，完全推直后，采煤机下行（或上行）割三角煤到终端。
（4）反刀上行（或下行）先跑一段空刀，然后正常割煤。
采煤机斜切进刀示意图如图3－2示。
2、装煤：
采煤机滚筒旋转自行装入刮板输送机，剩余的煤靠推移刮板输送机时铲煤板铲起装入刮板输送机。
3、运煤：
采煤工作面使用SGZ－764/500型刮板输送机运输，机巷里段使用SZZ－764/200型桥式转载机，外段使用胶带输送机。
4、工艺流程：
割煤－推移刮板输送机－移架－割煤。
5、工序说明：
（1）落煤：
采用双向割煤，往返一次割两刀，采用端头斜切进刀方式，采煤工作面正常情况下沿顶施工，当机头、机尾采煤机不能割透或遇到地质构造时，届时采取具体措施。
打眼爆破落煤：
当采煤工作面遇断层等地质构造，需破坚硬岩石时，必须进行打眼爆破落煤，届时补充专项措施。
图3－2采煤机斜切进刀示意图
（2）推移刮板输送机：
当采煤机过后，滞后采煤机后滚筒15～20m距离，顺序推移刮板输送机，推移刮板输送机时弯曲段不小于15m。
（3）移架：
本采煤工作面沿顶施工作业，当顶板比较稳定时，采用依次顺序移架，采煤机割至采煤工作面端头时，利用采煤机返向和进刀时间，支架工将滞后的距离赶上来。
当采煤工作面顶板受地质构造影响稳定性较差时，支架工要对支架分段管理，所移支架滞后采煤机后滚筒18～20m,使支架能及时支护好顶板。
（4）机电设备检修固定在一个班进行，保证设备正常运转。
（5）两巷超前支护和运料工作各安排一组人员集中时间完成。
（6）由于各工序之间息息相关，因此班与班之间和各工序要严格执行“上道工序不完成、不合格或未结束，下道工序不开工”的现场交接班制度。
6、采煤工作面控顶距：
最大控顶距4450mm，最小控顶距3750mm。
7、放顶步距：
0.70m。
8、采空区处理：
移架后顶板自行垮落.
9、液压系统：
（1）网络：
使用无锡威顺BRW400/31.5型乳化液泵，两泵一箱配套，一台工作，一台备用。
（2）介质：
3%～5%的乳化液。
二、采煤工作面支护设计
1、本采煤工作面支架使用ZY6400－20/40型液压支架，里段布置71组，中段布置119组，外段布置139组。
支架主要技术特征如下：
型 号ZY6400－20/40
支撑高度2000-4000mm
支撑宽度1430mm～1600mm
初撑力 5050KN
工作阻力6400KN
支护强度0.93～1.0MPa
底板比压1.0～3.4MPa
2、工作阻力计算
采煤工作面采高M=3.0-3.6m，岩石的容重R=2.3×103Kg/m3,支架的支护强度P为：
P＝（4～8）MR＝（4～8）×（3.0-3.6）×2.3×103式3-1
＝（4～8）×（710.7-852.9）Kg/m3
＝2843～6824Kg/m3
＝0.2843～0.6823Mpa
顶板对支架的压力Q为：
Q=PS=（0.2843～0.6823）×4.350×1.5 式3-2
=1855～4452KN
支架的底座比压W为：
W＝Q/S1＝（1855～4452）÷（2.540×1.390）式3-3
＝525.4～1569.3KN/m2
＝0.53～1.57MPa
以上式中：
P——支架的工作阻力，MPa；
M——采高，取3.0-3.6m；
S——支架顶梁面积，长×宽＝3.750×1.5＝5.625m2；
S1——支架底座面积，长×宽＝2.540×1.390＝3.531m2。
通过以上计算可知，在正常支护情况下，采煤工作面支护需要支架的支护强度P为0.2843～0.6823Mpa，工作阻力为1855～4452KN/架，支架底座比压为0.53～1.57MPa，而所选ZY6400－20/40型支架工作阻力为6400KN，支护强度为0.93～1.0MPa，底板比压为平均1.0～3.4MPa，均能满足支护的需要。
故选择这种支架是符合要求的。
三、两巷超前支护设计
1、风巷：
（自机尾煤壁向外20m范围内加强支护）
（1）风巷U型钢棚子支护地段：
机尾自煤壁向外10m为替棚段，使用Φ200m×3.2m的圆木做梁，用DW35或DW32单体柱做腿。
替棚时先在原两架棚子间用木梁和单体柱套上倾向棚子，然后去掉顶梁和帮腿，然后再沿走向打上两排托棚。
上帮一排托棚距风巷上帮1.0m，下帮一排托棚距风巷下帮1.0m。
托棚梁用HJD--1000铰接梁，棚腿用DW35或DW32的单体柱，一梁一柱，单体柱用防倒器联锁。
10～20m范围内使用单体柱打点柱进行支护，打点柱时单体柱要打在U型棚子顶梁中间位置，也可用直U型钢卡住U型钢棚子上梁两头处，下面用单体柱做腿打棚子进行支护。
单体柱与梁交接处要垫小板以防单体柱滑脱，并使用双股8#号铁丝或防倒器进行联锁。
生产过程中可根据风巷巷道宽度在风巷上、下帮各增加一排贴帮柱，风巷上帮贴帮柱延伸至放顶线位置，下帮贴帮柱延伸至机尾煤壁，加强顶板支护。
如果在推进中风巷顶板压力过大或遇顶板破碎时，可根据现场实际情况，在超前支护20m以外随时加强支护。
支护可用长2.4m的直U型钢卡住U型棚子上梁两头，采用“一梁两柱”支护，单体柱与梁交接处要垫小板以防单体柱滑脱，并使用双股8#号铁丝进行联锁。
（2）风巷锚网支护段超前支护：
机尾自煤壁向外20m范围内加强支护。
机尾自煤壁向外10m范围内打双排托棚，靠巷道上、下帮距煤壁1.0m各打一排，10～20m范围内打单排托棚。
托棚梁采用HJD--1000铰接梁，棚腿用DW35或DW32单体柱，一梁一柱，单体柱用双股8#号铁丝或防倒器进行联锁。
生产过程中可根据巷道宽度在风巷上、下帮各增加一排贴帮柱，风巷上帮贴帮柱延伸至放顶线位置，下帮贴帮柱延伸至机尾煤壁，加强顶板支护。
2、机巷：
（从机巷煤壁向外20m范围内加强支护）
（1）U型钢棚子支护地段：
机头自煤壁向外10m为替棚段，使用Φ200×3.2m的圆木做梁，用DW32或DW28单体柱做腿。
替棚时先在原两架棚子间用木梁和单体柱套上倾向棚子，然后去掉顶梁和帮腿，再沿走向打上两排托棚，上帮一排托棚距机巷上帮0.2m，中间一排托棚距桥式转载机上帮0.2m,下帮一排距桥式转载机下帮0.2m，并延伸至放顶线。
并根据刮板输送机搭接情况，在桥式转载机下帮留出不低于0.8m的人行道。
10～20m范围内距桥式转载机下帮0.2m使用单体柱打点柱支护，单体柱与梁交接处要垫小板以防单体柱滑脱，并使用双股8#号铁丝或防倒器进行联锁。
生产过程中可根据机巷巷道宽度适当在机巷下帮增加一排贴帮柱，下帮贴帮柱延伸至机尾煤壁，加强顶板支护。
如在推进中机巷顶板压力过大或遇顶板破碎时，20m以外随时加强支护。
支护时可用长2.4m的直U型钢卡住U型棚梁两头，采用“一梁两柱”支护，单体柱与梁交接处要垫小板以防单体柱滑脱，并使用双股8#号铁丝或防倒器进行联锁。
（2）机巷锚网支护段超前支护：
机尾自煤壁向外20m范围内加强支护。
机尾自煤壁向外根据顶板压力适当选择打双排托棚的距离，托棚靠巷道上、下帮距煤壁1.0m各打一排，双排托棚以外范围内打单排托棚。
托棚梁采用HJD--1000铰接梁，棚腿用DW35或DW32单体柱，一梁一柱，单体柱用双股8#号铁丝或防倒器进行联锁。
生产过程中可根据巷道宽度在风巷上、下帮各增加一排贴帮柱，风巷上帮贴帮柱延伸至放顶线位置，下帮贴帮柱延伸至机尾煤壁，加强顶板支护。
3、风、机两巷超高段进行刹顶。
风、机巷超高段要提前人工采用木梁做假顶或成“#”形维护。
4、两巷超前支护质量要求
（1）风、机巷超前支护均要使用单体液压支柱配合铰接梁采用正悬臂支护，铰接梁头朝前，梁尾朝后，单体柱顶盖扣铰接梁接头向外第4个限位梁齿（共14个齿）。
顶板不平或空顶区域必须用木料背顶刹实，使铰接顶梁平整，接顶严密，支柱迎山有力，无坏梁坏柱。
支柱支护前必须挖柱窝见硬底，压力较大时必须穿柱鞋或垫大板（道木）。
（2）超前支护单体柱、顶梁排成一条直线，其偏差不超过-50～50mm，并用双股8#号铁丝或防倒器进行联锁。
单体柱的三用阀注液阀筒风巷统一朝外，机巷统一朝里（由采煤工作面向煤壁看）。
（3）超前支护单体柱采用刷白漆编号管理。
字体距单体柱缸体上边缘0.3m，字面朝向人行道，走向方向高度在一条直线上。
四、两端头支护及三角区管理
1、上端头支护：
当最后一架与风巷上帮宽度小于1m时，不用花边工字钢梁架设抬棚，用铰接梁配合单体柱距最后一架上侧护0.8m处架设托棚，并和超前替棚衔接，且延伸至放顶线。
当最后一架与风巷上帮宽度超过1.0m以上时，以加强机尾顶板支护为前提条件，距最后一架支架上侧护0.8m至风巷上帮贴帮柱之间架设3.6m长走向花边工字钢梁（对棚），花边工字钢梁间距0.3m，对棚之间间距0.8m，花边工字钢梁一梁三柱，随采煤工作面的推进交替迈步前移，迈步距离0.7m，过机尾时可保留一梁两柱，过后必须立即打齐支柱。
2、下端头支护：
以加强机头顶板支护为前提条件，靠机头第一架下侧护0.2m至机巷桥式转载机上帮0.2m之间架设3.6m长走向花边工字钢梁（对棚），花边工字钢梁间距0.3m，对棚之间间距0.8m，花边工字钢梁一梁三柱，随采煤工作面的推进交替迈步前移，迈步距离0.7m，过机头时可保留一梁两柱，过后必须立即打齐支柱。
距桥式转载机下帮0.2m和机巷下帮0.2之间采用金属铰接梁一梁一柱进行支护，外端延伸至煤壁外至少10m。
当悬顶距增大时，必须加强支护。
机巷回柱放顶时，须在倒数第二架棚梁下加打单体柱，然后开始回收。
若顶板破碎、下沉严重时，要及时套打木抬棚。
木抬棚一梁三柱，并用大板或片网等背好顶板。
3、以满足采煤工作面通风设计要求及施工条件为依据，为减轻施工人员劳动强度可选择性的做两端头超前缺口。
根据施工现场条件两端头若需选择做超前缺口，其规格为长×宽×高=3m×2m×2m，排距0.5m，柱距1m，采用DW28单体柱配合HJD--1000铰接梁支护顶板，帮顶背严刹实，单体柱使用防倒器进行联锁。
4、如果两巷压力较大，出现两头顶板破碎或出口困难时，要及时扩帮拉底或人工做超前。
5、上、下端头放顶线处若顶板破碎或压力较大时，要架设“#”型木垛加强顶板支护，木垛采用方木搭设。
6、安全出口净高度不小于1.8m，人行道宽不少于0.8m，巷道断面不小于原设计断面的80﹪。
7、出口处帮顶要刹实背严，单体柱打设迎山有力、站成直线，初撑力不低于90KN，严禁退山。
8、安全出口设专人维护，发生断梁折柱及时更换，巷道底鼓变形时及时清挖。
采煤工作面支护布置图如图3－3所示。
五、顶板管理
（一）采煤工作面顶板管理（采煤工作面控顶距示意图如图3－4所示）
该采煤工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤方法，全部跨落法管理顶板。
采煤工作面支护采用ZY6400－20/40型液压支架，里段布置71组，中段布置119组，外段布置139组。
ZY6400－20/40型液压支架最大控顶距4450mm，最小控顶距3750mm，放顶步距为0.70m，支架端面距小于340mm。
对采空区处理方法为移架后顶板自行垮落，对顶板特别坚硬，无法自然垮落的，要采取强制放顶措施（见强制放顶专项措施）。
采煤工作面控顶距示意图如图3－4所示。
（二）顶（底）板状况对生产的影响
直接底为砂质泥岩，局部为泥岩，平均厚0.3m；基本底为细砂岩与砂质泥岩互层，局部相变为粉砂岩（标2），平均厚12。
煤层直接顶为砂质泥岩，局部与泥岩互层，不稳定，0.3m～2.2m,平均厚1.2m;基本顶为细中粒砂岩（标3），平均厚12.2m。
图3－3采煤工作面支护布置图
图3—4采煤工作面控顶示意图
（三）两巷顶板管理
该采煤工作面生产的同时必须加强对两巷的维修，施工时必须进行刹顶支护，并及时进行支护，以减小巷道支护的压力，保证巷道净高度不低于2.0m，对于断梁、折腿的要及时更换补齐，锚网压力大的地段要提前打点柱或架棚子，严防顶板整体下沉造成冒顶事故。
（四）支护质量及动态监测
１、监测方法
（1）沿采煤工作面里段均匀布置4条监测线，分别为15架、30架、45架、60架；中段均匀布置7条监测线，分别为15架、30架、45架、60架、75架、90架、105架，；外段均匀布置8条监测线，分别为15架、30架、45架、60架、75架、90架、105架、120架，根据采煤工作面状况可适当调整。
（2）每条监测线在支架的立柱下腔安设矿压监测仪进行连续监测，及时测量初撑力和工作阻力。
（3）两巷单体柱初撑力测定用测压枪抽查。
（4）技术员及时分析数据，总结矿压规律，掌握采煤工作面推进情况适时预报周期来压时间，制定对策。
（5）加强采煤工作面初放及周期来压顶板管理工作，支架工必须采取追机移架的方法移架，顶板破碎时，应带压擦顶移架。
负责两巷超前区域、两端头及安全出口有关支护工作的人员必须按照设计要求做好支护工作。
（6）采煤工作面现场所有工作人员必须注意保护监测设施，严防损坏。
２、监控重点
（1）上、下端头支护。
（2）动压异常区。
（3）地质构造影响区。
３、监测范围
（1）采煤工作面。
（2）两端头。
（3）风、机巷动压区。
六、安全备用料
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