1196工作面作业规程819Word文档格式.docx
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总工程师意见及签名：
目录
第一章概况1
第一节编制依据1
第二节工作面位置及井上下关系1
第三节工作面参数及煤层情况1
第五节地质构造2
第六节水文地质3
第七节瓦斯情况3
第八节影响回采的其他因素3
第九节储量及服务年限4
第二章采煤方法6
第一节巷道布置6
第二节采煤方法及采煤工艺7
第三章顶板控制11
第一节支护设计11
第二节工作面顶板控制14
第三节运输巷、回风巷及端头顶板支护22
第四节机巷沿空护巷24
一、安全技术措施错误！
未定义书签。
第五节矿压监测28
第四章生产系统28
第一节运输系统28
第二节“一通三防”与安全监控29
第三节排水34
第四节供电35
第五章劳动组织和主要技术经济指标42
第一节劳动组织42
第二节循环作业43
第三节主要技术经济指标44
第六章煤质管理44
第七章安全技术措施45
第一节一般规定45
第二节顶板管理措施46
第三节防治水安全技术措施48
第四节爆破安全技术措施48
第五节“一通三防”与安全措施51
第六节运输管理54
第七节机电管理55
第八节其他安全技术措施63
第八章 六大系统、灾害预防及避灾路线65
第一章概况
第一节编制依据
一、批准的11采区设计及1196工作面设计
二、根据威鑫煤业有限责任公司2016年度采掘接替计划。
三、1196回采工作面地质说明书。
四、《煤矿安全规程》、《煤矿岗位技术操作规程》、《煤矿质量标准化标准及考核评级办法》。
第二节工作面位置及井上下关系
1196工作面位于11采区北翼，工作面平均走向长度767m，其中机巷782m，风巷753m，工作面倾斜长度118m，机巷已回采181m，风巷已回采204m，平均已回采193m，故1196工作面平均走向长度剩574m（其中工作面倾向长度为98m，走向长度为63m;
工作面倾向长度为118m段,走向长度为511m），机巷剩599m,风巷剩549m，工作面具体位置及关系见表1-2-1。
工作面位置及井上下关系表表1-2-1
水平名称
+980m水平
采区名称
11采区
区段数
三区段
地面标高
最高（m）
+1374
最低（m）
+1285
井下标高
机巷（m）
+1007
风巷（m）
+1035
地面相对
位置
老蛇以北，马颈子以南，老林一西，大岭上一东，9、10号勘探线之间。
回采对地面设施的影响
地表无溪流，无高层民用建筑物和较大的水体,工作面所采煤层埋深在+250m～+367m之间，采高平均为0.85m，回采后对地表无影响。
井下位置及与四邻关系
该工作面位于11采区三区段石门。
北边为矿区边界，西边为11采区1194工作面（已回采），南边为1195工作面（未回采），东边为未开采的1198工作面。
附图1-2-1：
1196工作面巷道布置图
第3节工作面参数及煤层情况
工作面参数：
平均走向长度剩574m，倾斜长度118m,煤层最大倾角12°
，最小倾角10°
，平均倾角11°
，工作面倾斜（实际）面积66472m2（其中，倾向长度为98m段,回采面积为6174㎡；
倾向长度为118m段，回采面积为60575㎡）
工作面参数及煤层情况表表1-3-2
煤层厚度（m）
0.85
煤层结构
单一
容重（t/m3）
1.5
煤层硬度
2～4
煤种
无烟煤
倾角（°
）
稳定程度
稳定
煤层情
况描述
C19煤层俗称“大白煤”，位于含煤地层中下部，该煤层结构简单，不含夹矸。
该工作面范围内煤层厚度0.75～0.95米，平均厚度0.85米，煤层易碎。
可采区内煤层厚度比较稳定。
附图1-3-2：
1196工作面地质柱状图
第4节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况表表1-4-3
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征描述
老顶
细砂岩、泥质粉砂岩
2.82
薄～中厚层状细砂岩、泥质粉砂岩，含菱铁矿结核。
直接顶
砂质泥岩、泥岩。
0.41
灰、深灰色砂质泥岩、泥岩。
伪顶
无
直接底
粘土岩、泥岩
0.65
深灰色、灰色粘土岩、泥岩
老底
细砂岩
3.55
浅灰～灰色细岩
煤层坚硬系数f=2-4，煤层直接顶坚硬系数f=6，煤层底板坚硬系数f=4-6.
第五节地质构造
一、本工作面位于古蔺复式背斜北翼的落叶坝背斜与柏杨坪向斜之间，洛窝背斜东翼，总体呈单斜构造，煤岩层产状：
倾向310°
--350°
，倾角10-12°
，平均11°
。
二、根据本工作面机、风巷及切眼掘进所揭露的地质情况分析，工作面内小断层发育，对工作面的回采有影响，断层造成顶底板破碎、瓦斯异常、煤层异常增厚及煤层断失等情况。
根据工作面断层、顶板岩性和煤层倾角综合分析，将工作面构造复杂程度定为Ⅱ级，1196机巷和1196风巷所揭露的地质资料分析。
工作面范围内揭露的根据1196机巷和1194机巷所揭露的地质资料分析。
工作面范围内揭露的F1、F1-1、F2、F2-1、F8、均为正断层，对回采工作有不同程度的影响均。
断层情况表表1-5-4
编号
构造名称
性质
走向
（°
倾向
倾角
落差
（m）
对回采工作面的影响
F1
断层
正断层
155
53
37
1.2
断层落差大于采高，开采时无法正常推进。
F1-1
146
40
50
0.25
影响较小，影响回风巷侧开采期间的顶板管理。
F2
148
55
35
1.1
断层落差大于采高，正常开采推进困难。
F2-1
335
30
0.7
断层落差约等于采高，开采过程对工作面下部影响较大。
F8
140
46
0.6
对工作面风巷段的顶板控制有较小的影响
三、其它因素对回采的影响
根据本工作面掘进揭露及钻孔情况，该工作面回采范围内，没有陷落柱和火成岩侵入。
第六节水文地质
一、水文地质相对简单，受构造影响局部地带裂隙较发育，顶板较破碎，赋存有少量裂隙水，顶板潮湿和滴水现象。
开采区域水源主要来自顶板裂隙水、断层带裂隙水等。
一般表现无水，对日常生产工作影响较小。
二、西部为已回采完毕的1194回采工作面，所以在1196回采工作面开采过程中，可能在上端头局部有裂隙水，风巷淋水较多。
第七节瓦斯情况
根据11采区三区段瓦斯突出鉴定，1196工作面开采的C19煤层，经鉴定本煤层有煤与瓦斯突出危险性，根据相邻1194、1193采煤工作面回采，1196机（风）巷掘进期间情况，预计本工作面煤层绝对瓦斯涌出量4.1m3/min，相对瓦斯涌出量2.811～4.314m3/t，煤层无自燃发火倾向，煤尘无爆炸性，在回采过断层构造带应加强顶板和现场瓦斯管理。
据勘探地质资料，煤层无自然发火倾向，煤尘无爆炸危险性，回采时加强“一通三防”管理
第八节影响回采的其他因素
影响回采的其他地质情况表1-8-5
其它因素
CH4
相对瓦斯涌出量2.811～4.31m3/t，绝对瓦斯涌出量4.1m3/min。
CO2
影响小
煤尘爆炸指数
煤尘不具爆炸性
煤层自燃倾向性
不易自燃
地温危害
冲击地压危害
第九节储量及服务年限
一、储量：
（一）工作面工业储量：
85104t（实际工作面倾向面积66749㎡）
（二）工作面可采储量：
79086t（其中断层影响的的倾斜面积为4720㎡，储量为6018T）
其中工作面倾向长度为98m，回采储量为7871t；
工作面倾向长度为118m，回采储量为71215t。
二、工作面服务年限
（一）工作面循环产量
1、长度为98m的工作面循环产量（走向长度只有63m）
W=L×
S×
h×
γ×
C=98×
1.15×
0.85×
1.5×
97%=139t
式中：
W-工作面正规循环生产能力，t。
L-工作面平均长度，98m。
S-工作面循环进度，设计循环进度1.15m。
h-工作面平均煤炭厚度，0.85m。
γ-煤层容重，1.5t/m3。
C-回采率，97%。
2、长度为118m的工作面循环产量（走向长度118m）
C=118×
97%=167t
L-工作面平均长度，118m。
（二）工作面日产量
工作面每天按2个循环组织生产。
1、工作面斜长为98m时的日生产能力（走向长度为63m）
工作面A=N.A=2×
139=278t
A—工作面日产量，
N—工作面每日循环个数，1。
A—工作面循环产量，139t。
2、工作面斜长为118m时的日生产能力
167=334t
A—工作面日产量，t。
A—工作面循环产量。
167t
（三）工作面月产量
1、倾向长度为98m时，工作面月产量。
An=n.A.k1=30×
278×
85％=7089t
An—工作面月产量，吨。
n—月生产天数，按30天计算。
A—工作面日产量，278t。
k1—月正规循环率，按85％计算。
2、倾向长度为118m时，工作面月产量。
334×
85％=8517t
A—工作面日产量，334t。
k1—月正规循环率，按85％计算
（4）该工作面服务年限
1、倾向长度为98m时的工作面服务年限
T=Z/An=7871÷
7089≈1.1（个月）
T—工作面服务年限，个月。
Z—工作面可采储量，7871t
2、倾向长度为118m时的工作面服务年限
T=Z/An=79086÷
8517≈9.3（个月）
Z—工作面可采储量，79086t
倾向长度为98m时的工作面与倾向长度为118m时的工作面合计服务年限为10.3个月。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
11采区布置了采区运输上山、采区回风上山、采区轨道上山、一、二、三、四区段运输石门及甩车场、回风石门与各区段回采工作面机、风巷连接、并在各区段石门布置了机电硐室、临时避险兼启爆硐室、溜煤眼、并在+980m绕道布置了采区煤、矸仓及装车站。
二、采煤工作面运输巷
1196机巷全部采用锚网（索）喷支护，锚杆间排距为0.8m×
0.8m，顶锚杆为等强度螺纹锚杆其规格为Φ20mm×
2200mm，帮锚杆为可回收金属锚杆，其规格为Φ16mm×
1500mm，锚索的规格为Φ15.24mm×
6300mm，巷道为异形断面，上帮净高3m，下帮净高2m，断面宽3.6m，净断面积为9m2，主要用于该工作面的进风、行人、运煤等。
三、采煤工作面回风巷
回风巷为原1194回采工作面机巷沿空留巷巷道，分四种支护方式进行支护开口点至187m段，1196风巷全部采用锚网（索）喷支护，锚杆间排距为0.8m×
6300mm，巷道为异形断面，上帮净高3m，下帮净高2m，断面宽3.6m，净断面积为9m2，187m-378m段采用高帮切顶成巷，高帮按照0.5m的间距架设11#工字钢腿子护巷，巷道宽3.6m，中高2m，断面7.2㎡，巷道顶板及下帮采用锚网索喷进行支护，锚杆间、排距均为0.8m，顶锚杆Ф20mm×
2.2m金属左旋螺纹钢锚杆，帮锚杆Ф16mm×
1.5m金属左旋螺纹钢锚杆，锚索Ф15.24mm×
6.25m，沿巷道中线间距1.5m及距高帮间距0.5m打设，金属网为8#铁丝编制的菱形金属网，网孔为50mm×
50mm；
378m-486m段采用11#工字钢棚进行支胡，棚距1.0m，顶帮均采取木料背接方式，巷道为梯形断面，上净宽2m，下净宽2.5m，净高1.8m，净断面4.05m2；
486m-549m段，为1196工作面降低风巷，采用锚杆进行支护，顶板采用钢筋网进行支护，上部铺设1张锚网，锚杆间排距为800mm×
800mm，净宽2.2m，净高1.8m，净断面3.96㎡，主要用于该工作面的回风、运料及行人。
四、1196采煤工作面开切眼
1196采煤工作面开切眼位于工作面的北部，距三区段运输石门599m，斜长118m，沿煤层不破顶低板掘进。
断面为矩形断面，顶板采用铰接顶梁配合单体液压支柱进行支护，净高0.85m（煤层高度），净宽2.6m，净断面2.21m2。
五、溜煤眼
该工作面运输的溜煤眼布置在三区段运输石门，下口贯穿11采区运输、行人上山顶板。
附图1-2-1：
工作面平面布置图
附图2-1-3：
机巷和回风巷断面图
第二节采煤方法及采煤工艺
一、采煤方法：
根据本矿井煤层赋存状况，结合本工作面机巷、风巷布置情况，采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。
二、采煤工艺
根据煤层赋存情况和1101工作面的开采经验，1196工作面设计落煤工艺为截煤机掏槽，电煤钻打眼，装药爆破落煤，主要的采煤工艺叙述如下。
（一）工艺流程
交接班→安全检查→掏槽（掏槽灰）→打眼、出槽灰、移溜、支设基本支柱、回柱→瓦斯检查→装药、连线→瓦斯检查→放炮→瓦斯检查→找顶、挂梁、出煤、支设基本支柱。
（二）落煤方式
采用MJ-50型截煤机掏煤层底槽，煤层上部施工炮眼，装药放压炮爆破落煤。
（三）装煤方式
工作面主要用人工铲煤至刮板输送机的中部槽内。
（四）运煤方式
工作面采用SGB-420/40T刮板输送机，转运至机巷SGB-620/40T桥式转载溜子后转至DSJ100/40/2×
55皮带运输机后输送至三区段石门的分装SGB-620/40T刮板输送机上。
（5）掏槽
1、操作前，全面检查截煤机，特别要检查截煤机的油位是否在正常范围之内，设备是否完好。
2、更换截煤机截割盘的截链，截链的截齿的排量顺序为。
0°
、15°
、30°
、45°
、60°
3、牵引截煤机牵引链至工作面机风巷超前煤壁处，使牵引链必须紧贴煤壁，截链两端固定在机风巷的稳柱上（稳柱为单体液压支柱），稳柱超前煤壁1-2m。
4、截煤前，先把截煤机拖至工作面上超前缺口处，从上缺口处进刀往下截煤。
5、截煤时，在工作面机巷处安排一人，牵引电缆盘至电缆架上，匀速截煤至下超前缺口处，采用单体液压支柱把截煤机推至超前缺口内，完成本次工序。
（六）打眼
1、打眼工序应和爆破工序紧密配合，共同搞好安全生产，确保爆破良好。
2、打眼工作顺序为：
准备（领取工具→携带工具→敷设电缆）→检查→处理→打眼操作（试转→开眼→钻进→排煤粉）→工作结束。
3、对工作地点的顶板、煤帮、支护，应进行全面检查，无问题方可进行打眼，打眼前必须敲帮问顶，遇有伞檐、活石应及时处理，保证安全无隐患，两人一组操作，一人在电钻一侧领钎定眼，一人在另一侧紧握电钻手把操作。
4、开眼时，煤硬要先有尖锤刨点定位，煤软可直接用钻头点眼定位。
定好位后，使钻头顶紧定位点，间断地送电二、三、次，使钻头钻进煤体，钻头钻进煤体后，根据“爆破说明书”规定，调整打眼的方向和角度，推进时要均匀使劲，不可用力过猛，要顺势推进，每隔一段时间要来回拉动钻杆，以排除煤粉。
5、完成本班全部打眼任务后，应先拔下钻杆，收好钻头，然后切断电源，电钻、钻杆、电缆应分别运出工作面，放到指定的无淋水安全地点，钻头要妥善保管好，电缆要盘成“8”字形或“0”形吊挂或堆放整齐，要检修的电钻、电缆由维修工负责处理。
6、现场交接班时，要向接班爆破工交待本班打眼情况，尤其要交待清楚拒爆的具体位置及注意事项。
（七）移溜
工作面采用整体移溜。
1、推溜前，提前打好贴帮支柱，然后回撤第一排支柱。
2、推溜时，机头必须打好斜撑支柱，必须从机头往机尾进行移溜，在移溜过程中，禁止启动溜子，推溜从机头逐段进行，严禁从两端同时向中间推溜。
3、推溜弯曲段长度不能少于10m，弯曲角度不得大于6°
，推溜段一次移溜长度不大于20m，推溜后必须及时恢复正规的柱、排距。
（六）回柱、放顶
1、采用末排密集支柱切顶、全部垮落法管理顶板。
2、回柱放顶前，必须对施工地点10m内支设单体进行二次补液，并对放顶地点5m范围内的支柱进行加固，保证支柱初撑力达到50kN。
3、回柱放顶前，必须在采空区侧的第二排支柱后方打设好正规支柱，正规支柱必须打齐后，在分段回柱处打设好走向挡杆密集支柱后，方可进行回柱放顶工作。
4、放顶时必须为远距离放顶，卸载把手上有≮1.5m的绳子（链子），在顶板安全的地方进行操作，必须有一人看护安全，必须在工作面支护完好的斜上方进行回柱操作。
（八）攉煤
1、必须在支护齐全的安全地点攉煤，严禁空顶作业。
清理采空区浮煤时应使用长把工具，严禁身体任何部位探入采空区。
在攉煤中发现顶板来压或有冒顶预兆时，应立即撤离到安全区域，同时向班长或区队领导汇报。
2、攉煤操作顺序：
准备→处理操作点顶板→攉溜后煤→出溜前柱窝煤→支临时支柱→出溜前煤→清扫浮煤→打设正规支护。
4、攉煤前，采用短撬棍对煤壁及工作区域顶板进行找顶，找干找净（浮煤、矸）后，先掏出溜前柱窝，打设好临时支柱后，方可进行攉煤作业。
3、煤壁有伞檐或有片帮危险的必须及时处理，作业范围内的刮板输送机应稳固可靠，信号传递必须及时可靠可靠。
4、清除作业范围内从煤帮到切顶排的障碍物，支护材料码放整齐可靠，清扫好浮煤，以保证工作中自身安全及通风、行人的畅通。
5、刮板输送机停机时，不准装煤，刮板输送机超负荷不能启动时，应扒出溜槽内的煤，不准强行开机，刮板输送机飘链、链子跑偏时，不准装煤。
6、完成攉煤任务后要检查工程质量，不合格的要立即处理，不得留有伞檐，不得丢失顶煤和底煤，浮煤要清理干净，经班组长和验收人员检查，确认合格后方可收工。
三、根据工作面煤层厚度情况，工作面采高平均为0.85m，不破煤层顶、底板开采，循环进度为1.15m。
四、工作面使用链牵引掏槽机掏煤层槽，其型号为MJ-50，功率为50KW，掏槽深度为1.15m，掏槽由机尾向机头作业。
五、爆破作业
（一）工作面爆破作业（除上下超前缺口）
1、炮眼布置方式：
根据工作面煤厚及采高，按单排眼布置。
2、爆破方法：
采用Ⅲ级煤矿乳化炸药配合1-5段毫秒雷管正向装药爆破，启爆顺序由机尾向机头起爆，每次爆破完成后，必须把工作面溜子内的浮煤拉空。
3、放炮母线：
采用双芯铜缆线（MYQ-0.3/0.52*2.5）。
4、一次性放炮长度：
当煤层顶板完整、稳定时，每次放炮距离不得超过20m；
当煤层顶板松软、破碎时，采取零打零放，当掏槽机无法正常作业时,进行三花眼进行爆破时，每次放炮长度为5m。
5、循环进度：
1.15m。
6、爆破说明详见表2-2-6。
爆破说明表表2-2-6
炮眼
名称
眼深（m）
眼距（m）
抵抗线（m）
封泥长度（m/眼）
水炮泥数（个/眼）
炮眼角度（°
装药量
雷管
段数
数量
联线方式
水平
坚直
眼数
（个）
眼装
药量（条/眼）
总装
药量
（条）
（kg）
左
上
工作面炮眼
0.74
0.5
80
99
19.8
1-5
串联
（二）工作面上下超前缺口爆破作业
根据工作面煤厚及采高，按三花眼进行布置（机巷3m×
3m，风巷3m×
2m）。
采用Ⅲ级煤矿乳化炸药配合1-5段毫秒雷管正向装药爆破，启爆顺序由机头向机尾起爆，每次爆破完成后，必须把工作面溜子内的浮煤拉空。
上下超前缺口不得同时进行爆破，必须先爆破一个超前缺口，疏通堵塞断面后，才能爆破另外一个超前缺口。
1.4m。
6、爆破说明详见表2-2-7。
上超前缺口爆破说明表表2-2-7
工作面超前缺口炮眼
0.8
75
14
2.8
大串联
爆破说明表表2-2-8
2.4
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