7404高档普采工作面作业规程Word文档下载推荐.docx
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3、挥发份（Vdaf）：
15.88-28.65%，平均值20.25%。
4、硫份（st·
d）:
0.49%,2#煤以有机硫为主。
5、发热量（Qnet·
ad）：
31.74～36.15MJ/kg。
6、胶质层厚度（Y）：
8.6-11.7mm，平均10.06mm。
7、粘结指数（G）：
47.4-68.76mm，平均56.71mm。
第三节煤层顶、底板
一、煤层顶板
根据地质资料显示：
伪顶：
不稳定，局部存在。
直接顶：
泥岩，粉砂岩，一般为1-2m。
老顶：
细粉砂岩，一般为3-4m。
二、煤层底板
直接底：
泥岩、砂质泥岩。
基本底：
细砂岩。
三、煤层柱状图（附后）
第四节地质构造
7404高档普采工作面由于地层沿走向，倾向具舒缓波状，起伏变化，属于幅度不大的宽缓褶皱发育。
对地层煤层影响不大。
在回采过程中不会遇到断层、陷落柱和其它地质构造，由于上分层大部分已采空，回采时压力增大，可能涌出有害气体和水，局部冒顶等，因此需加强探放水工作，有害气体监测和顶板管理，以利安全生产。
第五节水文地质
一、含水层分析
1、地表水、其他表沟谷均为季节性河流，平时多为干枯或小溪，雨季仅有短时的洪流，在断裂导水构造影响的前提下，不会对煤层的开采产生影响，但该巷道上分层区域已开采，构造部分地表沉陷，地表水沿采动塌陷的破碎带渗入矿井，矿井涌水量增大是可能的，因此，应加强水文地质工作，严格执行探放水原则，避免发生突水事故，威胁职工的生命[换行]安全和影响正常生产。
2、位于2#煤层之上的含水层为下石盒子组砂岩和山西组砂岩孔裂隙水,为直接冲水岩层,岩性为灰白色、灰黄色，厚层状局部为薄层状，裂隙不发育，平均厚度为35.10m，由于地形影响，受大气降水及地表水补给差异性较大，泉流量0.08-0.20升/秒，巷道区域北部133.1069的单位涌水量分别为0.1029和0.0001升/秒·
米，水位标高分别为921.42m和3.33m，属弱含水层。
3、水文地质类型
作为区域内的主要含水层的奥陶系含水性弱，渗透性差，岩溶不发育，“V”字型沟谷给地表经流排泄创造了良好条件，对地下水渗透补给差，地下水的补给源主要是季节性大气降水，直接充水以裂隙为主，依据《煤、泥岩地质勘查规范》（DZ/T0215-2002）对采空区中水文地质勘察类型划分的要求，本区域水文地质条件属简单类型。
二、根据图纸、水文地质资料分析，巷道区域充水因素：
1、地质构造因素，矿区内地层具波浪状起伏特征和存在规模不等的正断面，在地层倾角由陡变缓处和断层发育地段，都是有利的富水部位，但含水层含水性微弱，对矿井不会产生严重的冲水威胁，地表及浅部地层裂隙发育和正断层的分布，是良好的导水构造，因此，在雨季或长时间的阴雨天气，地表水通过这些导水构造下渗补给地下量会增加，造成矿井充水，但因地表水经流条件良好，水量不会很大，对生产矿井造成严重威胁的可能性不会很大。
2、周边小煤矿及上分层老空积水因素
矿区周边的煤矿较多，虽然现在有些已关闭，但已形成了规模不同的采空区域或废弃巷道，再者本区域上分层已采空，煤柱距离留设不规范，且规律性差，保存完好程度不同，在长期得不到合理治理的情况下，即可能造成地表局部变形，从而沟通含水层之间及地表水的水力联系，使含水层富水，采空区积水，对该工作面造成充水或突水的威胁，因此，要高度重视水患，加强探放水。
三、工作面涌水量
正常涌水量：
36m3/h
最大涌水量：
42m3/h
回采时，采空区积水流入巷内，可在7404运输巷内低凹处打临时水仓，用水泵排至主水仓。
第六节影响回采的其他因素
一、瓦斯：
本矿井瓦斯相对涌出量为2.83m3/t，绝对涌出量为2.98m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.09m3/t，绝对涌出量为2.20m3/min，属低瓦斯矿井，但是在局部地质构造复杂地段及（回采工作面）瓦斯聚积的可能性仍然存在，所以必须确保采掘工作面通风系统完好，通风量满足要求，同时严格执行瓦斯检查制度和有关规定，预防瓦斯爆炸事故的发生，防止积聚引起的不良事故发生。
二、煤尘
该矿井所采2#煤层煤尘爆炸指标为：
0.24%，火焰长度大于40mm，扑灭火焰岩粉用量大于40%，煤尘有爆炸性危险，所以在今后开采过程中一定要做好防尘工作。
三、煤的自燃
该矿井2#煤层的自燃倾向性指标为：
吸氧量0.40cm3/kg，自燃等级为Ⅱ级，倾向性质为自燃。
四、地温
据该矿井下调查，未发现地温异[换行]常现象，本井田应属地温正常区。
五、地质部门对工作面回采时的建议
1、煤层开采应科学规划，合理布局，努力提高回采率，充分利用有限的煤炭资源。
2、本矿属低瓦斯矿井，但在开采过程中要严格遵守《三大规程》和有关规定，加强管理，防治和预防工作，做到有备无患，另外还必须加强煤尘爆炸及煤的自燃监测。
3、应加大矿井地质及水文、工程地质等方面工作，为更好地指导及保障生产安全。
第七节储量及服务年限
一、储量计算：
1、工业储量：
640×
81×
4.5×
1.35＝314928t
2、可采储量（可采长度520m，回采率达95%）：
520×
1.35×
95%＝243085.05t
二、工作面服务年限
工作面服务年限＝可采推进长度÷
设计月推进度＝520÷
100.8＝5.2（月）
第二章采煤方法
本工作面采用走向长壁后退式机械化采煤金属网假顶采底煤放中煤的采煤方法。
工作面采用采煤机割煤，刮板输送机运煤，悬移支架支护，全部垮落法管理顶板。
第一节巷道布置
一、7404高档普采工作面，沿2#煤层底板布置，水平标高为740-750m，工作面运输、回风顺槽走向均为640m，倾斜长度为81m，巷道为梯形巷道，两顺槽均采用工字钢支护，终采线为北下山回风巷保护煤柱，终采线距7404联络巷40m。
二、工作面运输、回风顺槽上宽2.2m，下宽3.2m，净高2.1m，断面为5.67m2。
运输顺槽担负该工作面运煤任务，兼做工作面进风巷。
回风顺槽担负该工作面行人、运料任务，兼做工作面回风巷。
三、附工作面巷道布置示意图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
采煤流程：
采煤机割煤→装煤→挂网，升前探梁护顶→
滞后采煤机15m以上推移工作面前部输送机和后部输送机→收翻转梁护帮状态移基本支架→前移托梁系统，收起前探梁→剪网→放中煤→封网。
二、采高2.2m，放顶2.3m，循环进度0.6m。
三、描述：
1、初采初放:
当工作面推至15-20m,或顶板已全部垮落且压力大于20Mpa时方可放煤、放煤循环步距0.6m，即采煤机割一刀，后边支架放一次顶煤、采用采放平行交替作业的方式。
2、采煤机割煤
（1）采煤机割煤及进刀方式
割煤方式：
双向割煤，滚筒直径1.4m,截深0.6m。
进刀割煤：
端头斜切进刀，进刀距离不少于30m。
右端头斜切进刀：
机组割透右端头煤壁后，必须割够15架，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6m，推移工作面溜子机头，移架，拉转载机，移整体托梁，停机。
对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次移溜、移架，拉转载机，停机。
至此进刀完毕之后，正常割煤。
左端头斜切进刀
机组割透左端头煤壁后，必须割够15架，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，机组逐渐斜切进入煤壁与机组两个滚筒截深全部达到0.6m，推移工作面溜子机头，移架，拉转载机，移整体托梁，停机。
对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁，对调上、下滚筒，割掉该处煤台阶，然后返空刀，顺次移溜、移架，拉转载机，停机。
至此进刀完毕，[换行]之后，正常割煤。
（2）采煤机割煤
割煤采用6MG200-W型双滚筒采煤机落煤，采高2.2m，截深0.6m，严格控制割煤高度和牵引速度，防止压溜，涌煤事故发生，采煤机割煤严格按采煤机操作规程执行。
割煤要求：
①割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直、采齐，采高控制在2.2m，正负误差不超过100mm。
②工作面不得随意丢底煤，工作面浮煤应及时清理干净。
③采煤机牵引进度要均匀，速度一般控制在2-4m/min内，不得过速运行，不得强行牵引，严禁频繁启动，以防负荷过大压溜损坏机器。
严禁采煤机带负荷起动或停止。
④采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇壁高度，防止飘刀，严禁啃底，以免造成前溜不平，顶溜困难或采煤机掉道。
⑤随时注意，前溜的运行状况，发现拉扯电缆，前溜卡堵涌煤或出现其它特殊情况，应立即停机闭锁前溜处理，防止事故发生及扩大。
⑥当采煤机运行距端头（尾）5米时，必须降低速度，由一名司机控制前滚筒调高按钮，另一名司机在过渡架内观察指挥，当前滚筒伸入巷道半个滚筒时，停止牵行。
3、装煤
采煤机割煤时，大部分煤靠滚筒旋转时在叶片作用下装入前溜，剩余的少量浮煤在推溜时靠铲煤板装入运输机运出。
4、铺网
铁丝网规格为1.2×
8m。
网孔为40×
40mm，铺网要求：
边压边，头压头搭接顺序铺网，网边搭接不少于15cm，用16#铁丝网每30cm扭一扣，每循环用网11张，每张网用铁丝21kg，每循环用231kg。
5、推移工作前部输送机，拉后部输送机
割过煤后，及时伸出翻转梁，推输送机滞后割煤机15m，步距0.6m。
推溜时必须保证割煤工作能正常进行，溜子弯曲段不少于15m。
顶机头机尾时，必须停机，推溜子中间段时，严禁停机。
放顶煤结束后，将工作面浮煤清理干净，开始拉后部刮板输送机，采用移溜器由机尾向机头将后部刮板输送机前拉60cm，达到规定要求。
6、移架
（1）移架工艺
移架采用追机作业方式，在顶板完好的情况下，采煤机割煤时移架工作滞后移溜15m，移架步距0.6m，梁端距煤壁不大于340mm,移架时要先收回护帮板，提柱高度一般为150mm-200mm，在顶板有矿压时可带压擦顶移架，并随时调整支架，使工作面支架成一条直线，误差在±
5cm以内。
（2）移架要求
①移架前，必须对移架安全情况进行全面检查，确认安全后，方可作业。
②一般情况下，移架工应站在支架前、后立柱之间，准确操作手把，同时，注意支架动作部位的情况。
③移架时立柱必须成直线，保证采面支架符合质量标准。
移架时，必须注意调架，防止支架咬架、错台、歪架。
进行移架、调架工作时，严禁人员在支架下停留或通过。
④移架时，采用带压移动，防止顶板下沉，尽量做到少降快移，以免出现支架歪斜，垛架现象。
⑤顶梁前移受阻时，必须停止移架，处理完毕，确认安全后，方可继续移架。
⑥托梁必须要平缓，相邻两支架的托梁高度差不能大于60mm。
⑦移托梁前，要认真检查顶梁与托梁的间隙，不允许顶梁压在托梁上，否则必须采取措施，使其松动后，方可前移托梁。
⑧移架后必须及时升架，顶梁与顶板接触后，四根立柱高[换行]低保持一致，不得出现后柱高，前柱低，支架必须平稳。
前梁上部不许出现空顶或点接触。
⑨移架后，支架必须移成一条直线，其前后偏差不超过5cm，及时打出护帮板，将手把打到“0”位。
⑩移架后要保证后溜平直，随时加以调整以保证其正常运转。
7、剪网
在相邻两组架间距刮板输送机0.2m处剪放煤口（高0.4m，宽0.3m），放煤间距1m，由机尾向机头间隔式剪放煤口，每个放煤口只允许放一次，每次只允许剪一个放煤口，不得同时剪两个或两个以上放煤口。
8、放中煤
（1）初次放煤在回采15-20m时,即顶板全部垮落后开始放煤。
末采放煤在距停采线10-25m范围内禁止放煤,将控顶距缩小到3.5m,工作面高度要达到2.5m以上。
安全出口必须畅通无阻，高度不得低于1.8m。
（2）放煤时要随时注意后溜的运转情况，必须在后溜正常运转时方可放煤。
（3）本工作面一般采用平行作业方式，即割煤移架后，就开始放煤作业。
如外部运输能力小时，可采用采放交替作业方式，或割两刀放一刀煤的作业方式。
（4）放煤工在放煤过程中，两眼紧盯放煤口，注意放煤量，以免放煤过多使运输机超载损坏设备。
（5）每个放煤口以煤放净为原则。
发现有矸石出现应
及时封好放煤口，放完煤后必须及时操作手把拉回后溜，拉溜“要求”同推前溜。
采煤机割完煤后顶过前溜，将工作面架前、架间，电缆槽内以及框架内的浮煤清理干净，为移架做好准备。
顶煤放完后，要把后溜前的浮煤清理干净，为拉后溜做好准备。
9、搬迁绞车
搬迁绞车前，要先回掉绞车所有的压戗柱，并将绞车电缆整理好，检查各部完好情况。
在指定地点的道轨上打好卡轨器，将绞车钢丝绳拖至卡轨器和道轨联结牢固，慢慢开动绞车将其搬移到指定地点，重新按规定固定好。
绞车移动过程中，人员必须站在安全地点，严禁硬拉，发现问题及时处理，走绞车过程中，钢丝绳两侧严禁站人。
第三节设备配置
配套相关设备:
采煤机:
6MG200-W型
液压支架:
ZH2600/16/24Z端头架组
ZH2600/16/24Z中间架
前部刮板输送机：
SGZ-630/220型
后部刮板输送机：
SGB-630/150型
顺槽刮板输送机：
SGB-630/110型
顺槽皮带输送机：
SJ-80/2×
55KW
第三章顶板控制
第一节支护设计
本工作面运输、回风顺槽均为工字钢支护，工作面采用悬移支架支护，中间架为ZH2600/16/24Z，共78架；
端头架为ZH2600/16/24Z，共5架（如端头支架上不了顺槽工字钢顶梁，必须采用四对八梁对两端头进行支护）；
采面共计83架。
第二节工作面顶板控制
本工作面采用ZH2600/16/24Z型悬移支架进行支护，全部垮落法管理顶板。
一、工作面顶板压力估算：
P=（6倍采高×
岩石容量+顶煤厚度×
顶煤容重）×
基本顶失稳动载荷系数。
工作面采高2.2m，顶板岩石平均容重取2.61t/m3。
基本顶失稳的动载荷系数，取1.3
则工作面顶板压力为：
P=（6×
2.2×
2.61+1.77×
1.35）×
1.3=47.89（t/m2）=0.48MPa
二、每架支架所需工作阻力，q=P×
S
式中：
P—工作面顶板压力，t/m2
S—每架支架支护面积，m2
q[换行]=48×
1.0×
3.50=168t=164.64KN
三、ZH2600/16/24Z型组合梁悬移支架每架工作阻力2600KN，支护强度0.476-0.56Mpa，大于6倍采高时顶板压力，故能
够满足支护要求，支架选型合理。
液压支架主要参数见表。
液压支架技术特征表
型号
ZH2600/16/24Z
工作阻
力（KN）
初撑
支护高度
（mm）
支架中
心距
支护强度
（Mpa）
重量
（t）
备注
2600
1545
1600/2400
1.0
0.48-0.50
2.45
过渡支架选用ZH2600/16/24Z,架数为5架，其技术参数见表。
第三节运输顺槽、回风顺槽及两端顶板控制
一、运、回风顺槽顶板控制
运输、回风顺槽由专人负责维护，超前维护距离40m范围内，采用超前支护控制顶板，使用箱型梁沿两顺槽超前支护，一梁三柱，棚距1.5m，两个安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱，巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖，此范围内两顺槽高度不低于1.8m。
两巷超前维护段的上、下帮的单体柱要分别用两道钢丝绳按规定要求栓好。
严禁在工作面及两巷使用加长焊接的单体柱。
两巷压力大时，提前在梁下打点柱加强支护，单体柱应编号管理；
工作面采用端头支架支护，支架型号为ZH2600/16/24Z。
安全出口高度不得低于1.8m，宽度不少于0.7m，安全出口必须保持畅通，严禁堆放杂物。
二、端头顶板控制
工作面两端头采用悬移支架支护，机头三架、机尾两架，下帮侧采用箱型梁单体支护（一梁三柱并有防倒措施）。
第四节矿压观测
一、压力检测范围
1、工作面采用BZY60/80压力表观测压力情况，每组支架立柱安装一各压力表。
2、工作面两端头采用YHY60（A）型数显测力计测试两端头单体柱压力。
3、工作面运输顺槽自工作面20m处安设KY-82型顶板动态仪，监测顶板下沉量。
二、监测记录
1、工作面当班负责人必须指定专人记录支架前后压力表示数，同时记录8#、16#、24#、32#、40#、48#、56#、64#、72#、80#支架高度。
2、每30min记录一次工作面顺槽内顶板动态仪监测数据。
3、工作面出现断层、垛架、冒顶区时还必须记录空区段之间高度和冒顶区端面冒高。
三、矿压分析
1、工作面矿压记录必须在当班下班后交技术股，由技术股专人进行分析。
2、分析人员必须对当天支架压力变化情况做一个比较，发现局部支架压力变化较大时必须及时通知采面负责人对支架加液，同时控制采高和放煤量，以防支架压死。
3、支架过空、压力突然减小或增大时要注意调整之间的架间横梁，防止出现咬架现象。
4、底煤复采工作面矿山压力分步不规则，工作面初次来压、周期来压极不规律，工作面压力峰值变化范围大，分析人员必须及时对压力峰值进行预测，为采面支护提供指导依据。
四、支架压力表必须指定专人维护，严禁非作业人员随意碰撞仪表，压力表损坏或失灵时必须及时更换。
[换行]第四章生产系统
第一节运输
一、运输系统
煤→7404运输顺槽→北下山运输巷→740运输巷→650运输巷→煤仓→03运输巷→四下山运输巷→煤仓→主斜井→地面煤场
二、运料系统
料→井底车场→740回风大巷→北下山回风巷→7404回风巷→工作面
（后附运输系统示意图）
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风方式、风量计算及技术要求
1、通风方式；
工作面采用“U”型通风方式，运输巷进风、回风巷回风。
采用全负压通风。
2、工作面风量计算
（1）按瓦斯绝对涌出量计算
Q采=100×
Q瓦×
Km3/min
Q瓦—工作面瓦斯绝对涌出量为2.98m3/min
K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.3
故Q采=100×
2.98×
1.3=387.4m3/min
B：
按工作面人数计算
Q=4W
=4×
52
=208m3/min
52—工作面同时工作最大人数
C：
按工作面温度计算
Q=60×
V×
mxs
=60×
1×
（4.1+3.5）÷
2
3.8
=502m3/min
V—温度取20℃，查表得：
1m/s
m—采高2.2m
s—采面平均断面积，取工作面最大控顶距（4.1m）和最小控顶距（3.5m）的平均值。
D:
按风速计算
按最低允许风速要求，工作面风量为：
Q小=15×
m×
b大
=15×
4.3
=142m3/min
按最高允许风速要求，工作面风量为：
Q大=240×
b小
=240×
3.7
=1954m3/min
m—采高（m）
b大—最大控顶距（m）
b小—最小控顶距（m）
面：
142m3/min<
502m3/min<
1954m3/min
故工作面所需风量取502m3/min
根据以上验算：
确定7404工作面配风量502m3/min。
3、各班跟班副矿长、班组长必须加强工作面[换行]通风设施的管理，严禁长时间打开一道风门不关，或同时打开两道风门。
一旦发现通风设施损坏，应先进行临时维护并通知调度安排有关技术人员进行处理。
4、风门前、后5m范围内不许堆放材料、设备等，严禁放置移变。
5、通风股应按规定要求安排人员对7404工作面风量进行监测，发现风量不足，必须停止生产，予以调整。
二、压风系统
1、压风机型号
矿井采用QSI/250型螺杆空气压缩机，一台工作一台备用，流量45.6m3/min，排气压力：
0.8MPa。
2、压风管路路径
空气压缩机ф6材料井ф6740进风斜巷口ф4740运输巷ф4北下山运输巷
ф4
ф47404运输顺槽ф47404超前20m
北下山水仓
三、瓦斯管理
1、安全股必须安排专职瓦斯员对7404工作面回风巷上隅角、进风流、回风流、机尾、工作面风流等地点认真检查。
每班检查、汇报不得少于三次，并认真填好瓦斯牌板。
2、为随时掌握工作面瓦斯涌出情况，跟班副矿长、班长、流动电钳工、端尾工、下风侧采煤机司机、安全员、处于回风流中的绞车司机都必须携带瓦斯报警仪，当班班长带的瓦斯报警仪必须挂在回风上隅角。
3、工作面（含回风上隅角）风流中瓦斯浓度超过0.5%时，必须停止工作，切断电源，报调度股后进行处理。
4、工作面回风巷风流中瓦斯浓度达到1%或CO2浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，汇报调度股处理。
5、工作面风流中CO2浓度达到1.5%时，必须停止作业，撤出人员，制定措施，报矿总工批准，处理后方可恢复生产。
6、电器设备附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运行，撤出人员，切断电源进行处理。
7、由机电队长负责，认真组织机电工对工作面所有机电设备进行检查，精心维护，确保每台设备达到完好标准，严禁出现失爆现象。
四、综合防尘
1、运、回两巷安设齐全的防尘设施，运输巷供水管路每隔50m，回风巷每隔50m设置一个三通，要求开启灵活，手轮齐全，水路不通不准开工，防尘设施不健全不准开工。
2、胶带运输、顺槽煤溜、前、后溜等转载点出口处，必须安设喷雾灭尘装置并用架固定，保证喷雾正常使用，开启阀门必须安设在操作人员一侧。
3、支架必须安设移架喷雾及防煤尘喷雾装置，设专人负责，保证正常使用。
4、机组必须有内外喷雾设施，严格执行“无水不割煤”制度，要求雾化程度高。
能封闭滚筒，使用
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