采煤工作面作业规程.docx
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采煤工作面作业规程
采煤工作面作业规程
工作面名称:
116`6-3采煤工作面
总工程师:
施工单位:
综合队
施工队长:
编制:
编制日期:
二〇一〇年九月十日
目录
、概况。
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二、采煤方法。
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三、顶板管理。
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四、生产系统。
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五、劳动组织及主要技术经济指标。
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六、煤质管理。
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七、安全技术措施。
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八、灾害应急措施及避灾路线。
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37
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置：
116/6-3采煤工作面位于16号煤层，X：
2948511.492——2948597.797；Y：
35548023.4——35548813.488；Z：
1837——1887.660。
工作面走向长214米，倾向长82-72米。
可采面积16400平方米。
二、周围采动情况及对地面的影响：
116/6-3采煤工作面西面为116`6-3通风上山，东面200米为矿界煤柱，上为煤矿矿界煤柱，下为116‵7接替工作面。
116`6-3采煤工作面对地面无影响。
工作面位置及井上下关系表表1
水平名称
三阶段
采区名称
116/6-3采煤工作面
地面标高（m）
+2209～+2121
井下标高m
+1837～+1877
地面相对位置
采煤工作面距地面垂高284～244米
回采对地面设施的影响
采面地面相对位于双羊山，回采对地面无影响。
井下位置及与四邻关系
工作面位置：
X：
2948511.492——2948597.797；Y：
35548023.4——35548813.488；Z：
1837——1887.660。
116/6-3采煤工作面与四邻关系：
工作面西面为116`6-3通风上山，东面200米为矿界煤柱，上为煤矿矿界煤柱，下为116‵7接替工作面。
116`6-3采煤工作面对地面无影响。
走向长度（m）
214
倾斜长度（m）
82-72
面积（m2）
16400
第二节煤层
煤层情况表表2
煤层厚度m
1.35
煤层结构
简单
煤层倾角（0）
14.5
开采煤层
16#
煤种
无烟煤
稳定程度
稳定
煤层情况
描述
全面稳定可采，不含夹矸。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表3
顶底板名称
岩石类别
硬度
厚度（m）
岩性
顶
板
老顶
粉砂岩
坚硬
5.25
灰、灰褐色，夹钙质结构，较坚硬。
直接顶
泥质粉砂岩
较坚硬
0．9
灰、深灰色，中夹似层状中型钙质结构，胶结松散，采动后易垮落。
伪顶
泥岩
0．1-0．2
随采随落
底
板
直接底
泥岩
0．1-0．3
深灰、灰黑色泥岩，遇水成泥状
基本底
粉砂岩
较坚硬
14.6
浅紫色，灰白色石英菱铁质粉砂岩，
第四节地质构造
工作面有2个断层穿过，2个断层都是正断层。
风巷下来3米处的断层走向为32°倾向72°落差0.2米，对工作面影响不大。
机巷上来30米处的断层走向为76°倾向53°落差0.5米，顶板较破碎，施工到该处时要加强顶板管理。
第五节水文地质情况
水文情况较为简单，在采面顶板裂隙发育地带有少量淋水，对采面无水患影响。
根据116`6-3风巷探放水情况，116`6-3风巷前方43米探透老塘积水区，现已按煤矿防治水规定留设防水煤柱并按设计进行封孔引排，对采面回采没有影响，116`6-3采面施工时要防止风巷排水管漏水。
116`6-3采面风巷正常涌水量12m3/h。
第六节影响回采的其他因素表4：
瓦斯
16号煤层为煤与瓦斯突出煤层
煤尘爆炸指数
指数6.89%，煤尘无爆炸性。
煤的自燃倾向性
Ш类
地温危害
无地温危害
第七节储量及服务年限
工作面走向长214米，倾向长82-72米，平均煤厚1.35米。
可采面积16400平方米。
可采储量为3.04万吨。
工作面服务年限为9个月。
第二章采煤方法
该工作面煤层平均厚度为1.35米，煤层倾角14.5°，顶板易垮落，采用走向长壁后退式采煤法。
第一节巷道布置
工作面采用走向长壁布置，运输机巷、回风巷沿煤层顶板破底定向掘进，顶板采用3.3米钢筋梯配上帮1.8米树脂锚杆、下帮1.5米树脂锚杆作永久性支护，巷道中高为1.7m，宽度为3.5m，断面为6㎡。
切眼沿煤层顶底板掘进，采用单体液压支柱配铰接顶梁三梁三柱支护，矩形断面，巷道宽度为3m，断面为4.2㎡。
第二节采煤工艺
该工作面采用走向长壁后退式采煤法，爆破落煤工艺，全部垮落法管理顶板，为提高块煤率，采用剥采落煤工艺。
施工工艺为：
敲帮问顶→打紧打牢机头机尾压柱→打眼→装药→放炮→敲帮问顶→支设临时支护→出货→敲帮问顶→支设靠帮柱→下一循环→出完煤后进行移槽打柱。
一、爆破落煤
使用电煤钻人工打眼，爆破落煤。
采用3米麻花杆进行剥采。
炮眼布置每对2个眼，每眼两发管，四节药，即第一发管装两节药做底药后，外面加黄泥和水炮泥1米后在装另两节药和第二发管，外面再用黄泥封口。
爆破方法：
采用串联法连线。
一次装药一次起爆。
剥采爆破参数表（一个爆破循环）表6
炮眼
装药量kg
循环消耗量
联线方式
起爆方式
名称
位置（m）
仰俯角角度（0）
眼深m
数目（个）
炸药kg
雷管（发）
大
串
联
一次起爆
距顶
距底
向上
向下
顶眼
0.35
1.1
67°
106°
3
1
0．4
0.4
2
底眼
1.1
0.35
67°
16°
3
1
0．4
0.4
2
合计
2
0.8
4
二、装煤与运煤
工作面放炮后，由人工将放落的煤装入采面的刮板输送机，经机巷的刮板输送机和皮带输送机到运煤上山皮带、三阶段大巷、皮带上山、皮带斜井运出地面进入地面煤场。
三、工作面支护和采空区处理
工作面使用单体液压支柱配铰接顶梁进行支护，采用“三四”排控顶，最大控顶距四排4m，最小控顶距三排3m，见“四回一”，放顶步距一排（1m），排距1.0m，柱距为0.7m
采面达到最大控顶距时，必须进行回柱放顶，即“见四回一”。
采空区直接顶直接垮落。
使用单体液压支柱在采面末排基本柱之间每空加2根支柱打成光头柱作为倾斜密集柱，其中一根是作为基本柱备用柱。
滚到采面的矸石要时捡入采空区。
四、放顶工艺
1、工作面沿煤层顶底板回采，一次性采全高（采高1.35m）
2、循环进度：
1m
3、初次放顶，在初期来压以后开始放顶，即工作面推进到10米。
4、采面推到停采线以后，停止放顶进行收尾工作。
五、正规循环生产能力
W=L×S×H×&×C
=77×1×1.35×1.53×95%
=151.1t
式中W—工作面正规循环生产能力，t
L--工作面平均长度，77m
S--工作面循环进尺，1m
H--工作面设计采高，1.35m
&--容重，取1.53t/m3
C—工作面回采率，95%
代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为151.1t
第三节设备配置
工作面使用MZ-1.5型电煤钻打眼，选用DZ—1.8的单体液压支柱和HDJA—1000的铰接顶梁进行支护。
使用SGW-420/30A型刮板运输机、DTL65/40*40型皮带运输机和DTL80/40*40型皮带运输机运煤。
采煤工作面设备配备表表5
序号
设备名称
设备型号
数量
备注
1
皮带运输机
DTL80/40*40
3
2
皮带运输机
DTL65/40*40
4
3
刮板运输机
SGW-420/30A
2
4
开关
QBZ-120
7
5
开关
BQD4-200
2
6
综合保护
ZBZ-4.0/660（38O）Z
2
7
电煤钻
MZ-1.5
2
8
回柱器
5
9
乳化泵
RRX2B
2
1台备用
10
铁锹
36
11
镐
9
12
电话
1
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计
支护密度为：
ρ=W/P=260/180=1.44（根/m2）
式中：
ρ—支柱密度，根/m2；
W—支护强度，260kN/m2；
P—支柱实际承载能力，180kN/根。
排距1.0m，柱距为：
R=Lρ=1×1.44（根/m）
即柱距=1/1.44=0.7m/根。
二、乳化泵站设计
乳化泵站设在116′6-3进风巷410米处，管路选用6分高压管。
第二节工作面顶板管理
一、工作面支架布置方式
1、工作面选用DZ—1.8的单体液压支柱和HDJA—1000的铰接顶梁进行支护。
柱距0.7m，排距1m，柱排距偏差不大于±0.1m，做到支柱横竖成行成排、迎山有劲。
按一梁一柱2、4前悬支护。
2、基本支柱必须迎山有劲，迎山角为2°～3°，严禁出现退山柱，每根基本支柱要支在实底上，严禁支设在浮煤浮矸上。
顶梁必须与顶板紧密接触，不得张口。
支柱初撑力≥60kN。
3、工作面采用“三四”排控顶，最大控顶距四排4m，最小控顶距三排3m，见“四回一”，放顶步距一排（1m）。
二、顶板来压支护措施
采煤过程中，随时检查顶板及周围情况，发现矿压显现异常应停止作业，撤出人员，待顶板来压稳定后，组织人员维护好工作面支架，沿切顶密集排打一排戗棚后再作业。
三、回柱放顶方法及回柱工艺
1、采用垮落法处理采空区，人工回柱放顶。
2、回柱放顶时分组严格执行由下而上，由老塘向煤墙的方向逐根回收的原则。
分段回柱每段的距离不得大于20m。
3、每次回柱放顶之前要清理好退路，保证退路畅通，严格执行先支后回原则，严禁先回后支或边回边支。
4、放顶工作必须由有经验的人员进行，三人一组配合作业，一人观察顶板动态及周围支架的变化情况，两人进行回柱操作，发现不安全因素及时处理，当危及人身安全时及时撤退至安全地点。
5、回出的支柱打为戗柱和密集，必须全承载。
6、特殊支护采用单体液压支柱支设切顶密集和戗棚，切顶密集和戗棚支设在切顶线侧。
7、在初次放顶时，当采面顶板压力较大，强制放顶顶板未垮落时，工作面每隔15m增设“#”型木垛，其他情况根据顶板压力而决定是否需要木垛。
8、放顶期间，回柱时工作面刮板运输机禁止开动，严禁用刮板运输机运料、设备等，人运支柱过刮板运输机时必须两人一组操作，一人抬柱芯、一人抬柱筒，且柱筒向下。
9、放顶期间，回柱人员必须认真观察顶板情况，班长及验收员必须经常认真检查工作面的顶板及支护情况，如发现有威胁人身安全等隐患，须排除后方可继续工作。
第三节运输机巷、回风巷及端头顶板控制
一、运输机巷、回风巷超前支护
1、运输机巷和回风巷采用3.3米钢筋梯配上帮1.8米、下帮1.5树脂锚杆支护。
2、运输机巷、回风巷上下出口超前支护采用单体液压支柱配铰接顶梁进行支护，距煤壁10米范围内打双排柱，10—20米范围内打单排柱。
3、超前支护人行道高度不低于1.6米，宽度不小于0.7米。
二、工作面安全出口支护
1、工作面上下安全出口提前工作面一排掘出，长3米。
2、工作面上下安全出口采用“四对八梁”支护。
工字钢长3.2米，一梁三柱。
3、在超前支柱的保护下,超前切顶线4米卸除运输机巷、回风巷锚杆上镙丝,回收钢筋梯，提高放顶效果。
三、备用支护材料存放地点
单体液压支柱、铰接顶梁、背木等各种备用材料要分类挂牌码放整齐，存放在距工作面煤壁50米范围内的运输机巷、回风巷内，不得影响行人、通风和运输。
第三节矿压观测
1、成立矿压观测小组，加强矿压观测。
2、矿压观测人员要及时收集、整理数据。
3、矿压观测人员每天要进行支柱初撑力测定，并及时收集、整理数据。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备选择
工作面使用SGW-420/30A型刮板运输机，116′6-3机巷使用SGW-420/30A型刮板运输机和DTL65/40*40型皮带运输机，116′6-3进风上山使用DTL65/40*40型皮带运输机，116′6-3进风巷使用DTL65/40*40型皮带运输机，运煤上山使用DTL65/40*40型皮带运输机，三阶段大巷使用DTL80/40*40型皮带运输机，皮带上山使用DTL80/40*40型皮带运输机，皮带斜井使用DTL80/40*40型皮带运输机。
二、运煤系统
工作面→116′6-3机巷→116′6-3进风上山→116′6-3进风巷→运煤上山→三阶段大巷→皮带上山→皮带斜井→地面煤场
三、运料系统
地面材料场→提升斜井→1845车场→二阶段提升道→1814车场→材料下山→三阶段大巷→运煤上山（下段）→116′6-3进风巷→116′6-3进风上山→116′6-3机巷→工作面
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
1、风量计算
1）按出勤最多人数计算：
Q=4N=4×29=116（m3/min）
2）按一次放炮最多炸药量计算：
Q=10×A=10×3.2=32（m3/min）
3）按瓦斯涌出量计算：
Q=100K采q采=100×3.36×1.25=420（m3/min）
4）风量验算：
（1）按最大风速验算：
Q≤60×4×S小≤843m3/min
（2）按最小风速验算：
Q≥60×0.25×S大≥73m3/min
根据以上验算，工作面决定选用风量为420m3/min
上式中：
Q：
掘进工作面实际须风量,m³/min
N：
最多出勤人数29人
A：
一次放炮最多炸药量4×0.8=3.2（kg）
100：
单位瓦斯涌出量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算系数
K采：
工作面瓦斯绝对涌出量3.36（m3/min）
q采：
风量变换系数1.25
10：
三级煤矿许用炸药每千克炸药爆炸不低于10m³的配风量
4：
工作面允许最大风速
0.25：
工作面允许最小风速
S小：
工作面最小控顶有效断面2.6×1.35=3.51
S大：
工作面最大控顶有效断面3.6×1.35=4.86
2、通风系统路线
（1）进风路线
地面→皮带斜井（副斜井）→皮带上山→三阶段大巷→运煤上山（下段）→116′6-3进风巷→116′6-3进风上山→116′6-3机巷→工作面
（2）回风路线：
工作面→116′6-3风巷→116′6-3通风上山→116′6-3专用回风巷→116′6通风上山→运煤上山（上段）→三阶段降标风巷→三阶段回风巷→1814东大巷→总回风上山→总回风平巷→风井→地面
二、防治瓦斯
一）瓦斯检查
1、每班必须配置专职瓦斯检查员，严格执行瓦斯检查制度，严禁空班漏检、少检或假检。
瓦斯检查员严禁脱岗，严格执行现场交接班。
2、严格执行“一炮三检查”制度，并作好记录，若发现瓦斯异常，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源。
由瓦斯检查员及时向公司调度室和通风部汇报具体情况，采取措施进行处理。
3、防止瓦斯积聚，严禁瓦斯超限作业。
4、加强采面上、下隅角及冒落区等死角区域的瓦斯治理工作。
二）瓦斯监控：
1、甲烷监测传感器T0布置在采面上隅角，垂直悬挂，距离顶板不得大于300mm,距巷帮不小于200mm，该处巷道顶板要完整、坚固无淋水。
2、甲烷监测传感器T1距离工作面5-10米，布置在巷道上方，垂直悬挂，距离顶板不得大于300mm,距巷帮不小于200mm，该处巷道顶板要完整、坚固无淋水。
3、甲烷监测传感器T2距离第一风流交叉口10-15米位置，布置在巷道上方，垂直悬挂，距离顶板不得大于300mm,距巷帮不小于200mm，该处巷道顶板要完整、坚固无淋水。
4、甲烷监测传感器T0、T1、T2报警、断电、复电瓦斯浓度：
（1）甲烷监测传感器T0、T1、T2报警浓度为≥1.0%。
（2）当T0、T1≥1.5%时，自动切断工作面内全部电气设备电源。
当T2≥1.0%时，自动切断工作面内全部电气设备电源。
（3）T0、T1、T2的复电瓦斯浓度均为小于1.0%。
5、通风部监测人员负责监控装置的安装、调试和维护工作，确保灵敏可靠，正常使用。
6、安全监控设备必须定期进行调试、校正,甲烷传感器由通风部门每7天进行调校一次,每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
7、监测人员必须每天对安全监控设备、电缆进行检查。
如有损坏及时汇报更换。
传感器需移动时，由通风部监测人员按规定移动，其他人员严禁擅自移动。
8、矿、部管理人员必须携带便携带式瓦斯检查仪进行对沿途巷道或工作面瓦斯浓度检查。
9、安全监测系统：
地面中心站→分站→传感器
三）“四位一体”综合防突措施
A、区域防突措施
1、突出危险性预测：
采取瓦斯压力进行区域预测：
瓦斯压力小于0.74mpa的情况下，直接进入局部综合防突措施；瓦斯压力大于0.74mpa的情况下，就进入区域防突措施。
2、区域防突措施：
顺层钻孔预抽煤层瓦斯。
1）顺层预抽煤层瓦斯钻孔控制巷道外侧范围巷道轮廓线外上帮20米，下帮10米。
其他为两侧轮廓线外至少各15米，钻孔控制范围为沿层面的距离。
2）顺层预抽钻孔控制条带长度不小于60米。
3）当回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m
4）预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当根据实际考察的煤层有效抽放半径确定。
5）预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。
顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。
6）做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。
钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。
预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。
3、区域措施效果检验
采用残余瓦斯压力指标进行检验：
1）残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区。
2）但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。
当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。
3）对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。
4）采用直接测定煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量等参数进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：
（1）对顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若区段宽度（两侧回采巷道间距加回采巷道外侧控制范围）未超过120m，以及对预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若回采工作面长度未超过120m，则沿回采工作面推进方向每间隔30～50m至少布置1个检验测试点。
当预抽区段煤层瓦斯的钻孔在回采区域和煤巷条带的布置方式或参数不同时，按照预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的检验要求分别进行检验。
（2）对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点。
（3）各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。
在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。
4、区域性验证
在回采工作面采用工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列要求进行：
（1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证；
（2）工作面每推进10～50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；
（3）在构造破坏带连续进行区域验证；
6、安全防护措施
⑴严格执行“四位一体”的综合防突措施。
⑵加强对防突设施设备的检查和维护，保证防突风门和压风自救系统等防突设施的完善可靠。
⑶瓦斯部严格执行有关排放、考察的制度措施。
⑷考察工要严格按设计要求施工，保证排放孔和考察孔的数量和质量，认真收集各项参数，严禁弄虚作假。
⑸不得任意提高考察参数的临界值指标。
⑹进行措施效果检验时，措施有效后，方可批准掘进，否则，必须再采取补救措施，直到各项预测突出指标不超为止。
⑺掘进时，必须保证规定的安全距离，不得超掘，并严格执行有关的防突安全技术措施。
B、局部防突措施
（一）突出危险性预测预报和防治突出措施的效果检验
1、本采面采用瓦斯涌出初速度、钻屑量、钻屑温差三项指标进行预测预报和效果检验。
1）考察孔的布置
考察孔从机巷往上5米和回风巷往下5米起开始布置，每隔10米打一个考察孔。
考察孔打在距顶板1.0米处，方位垂直于采面煤壁。
2）考察孔的深度
考察孔的深度为8米，保留3米的超前距离，按批采进度进行推采。
3）考察的三项指标及临界值
①瓦斯涌出初速度Qh＜5L/min,从第四米起测定；
②钻屑量 Sa＜6kg/m，从第一米起测定；
③钻屑温差 △T＜4℃，从第一米起测定；
2、在回采前先推采5米以后进行防突危险性预测，预测指标采用瓦斯涌出初速度、钻屑量、钻屑温差三项指标。
连续考察
个循环，若各项指标均不超限时，按威胁工作面管理。
可以推进30米，30米以后再进行防突险性预测，以此类推。
当出现地质构造或其他异常情况时，恢复防突危险性预测，只有确认各项指标均不超限时，才能按威胁工作面管理。
3、当指标超限时，该工作面按突出危险工作面管理。
并采取以下防突措施
（1）煤层预抽措施：
由于该工作面斜长72米（外段82米），因此在116`6-3采面机巷打上行顺层瓦斯抽放钻孔，在116`6-3采面风巷打下行顺层瓦斯抽放钻孔，钻孔沿煤层的走向垂直布置，钻孔仰角与煤层倾角一致。
按抽放半径1.5m均匀布置抽放钻孔，解决采面瓦斯抽放。
116`6-3采面抽放管直径为200mm，抽放半径为1.5m。
（2）打排放钻孔进行瓦斯排放，排放孔垂直于煤壁布置，每米一个。
经考察各项指标均不超限时，按批采进度推采，反之则继续补打排放孔后进行效果检验,各项指标均不超限时，才能按批采进度推采。
反之则停采进行瓦斯自然排放。
经考察各项指标均不超限时，再按批采进度进行推采。
（3）若考察单孔指标超限时，采取打ф75mm排放钻孔进行瓦斯排放。
以超限单孔上下10米，排放半径0.5m，每隔1米打一个排放孔，均匀布置在采面上，采取打排放钻孔消突措施后，经考察各项指标均不超限时，才能按批采进度推采。
（4）若遇抽放空白带考察指标全部超限，采取先打排放钻孔，排放孔从机巷往上5米和回风巷往下5米起开始布置，排放半径0.5m来确定，每隔1米打一个排放孔，均匀布置在采面上，排放孔采用ф75mm钻头进行施工。
若补打排放钻孔无效必须打抽放钻孔进行抽放，抽放孔从机巷
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