田家煤矿0321B高档普采工作面作业规程.docx

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田家煤矿0321B高档普采工作面作业规程.docx

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田家煤矿0321B高档普采工作面作业规程

田家煤矿采煤工作面

作业规程

编号：

采12032101号

工作面名称：

0321B采煤工作面

编制：

谭军

审核：

邓素青

批准日期：

年月日

执行日期：

年月日

0321B采煤工作面作业规程

会审单位及人员签字

总工程师：

年月日

生产副总经理：

年月日

安全机电副总经理：

年月日

生产技术部：

年月日

机动部：

年月日

矿长：

年月日

技术负责人：

年月日

安全副矿长：

年月日

生产副矿长：

年月日

机电副矿长：

年月日

安全科：

年月日

生产技术科：

年月日

通风科：

年月日

机电科：

年月日

调度室：

年月日

施工队：

年月日

审核：

年月日

编制：

年月日

0321B采煤工作面作业规程

会审意见

一、存在主要问题

二、处理意见

第一章概况-1-

第一节工作面位置及井上下关系-1-

第二节煤层-1-

第三节煤层顶底板特征-2-

第四节地质构造-3-

第五节水文地质-3-

第六节影响回采的其他因素-4-

第七节储量及服务年限-4-

第二章采煤方法-5-

第一节工作面巷道布置-5-

第二节采煤工艺-5-

第三节设备配套-8-

第三章顶板控制-9-

第一节支护设计-9-

第二节特殊支护-12-

第三节工作面放顶工作-16-

第四节矿压观测-17-

第四章生产系统-19-

第一节运输-19-

第二节“一通三防”与安全监控-19-

第三节其它相关系统-23-

第五章劳动组织及主要技术经济指标-28-

第一节劳动组织-28-

第二节作业循环方式-29-

第六章质量标准化和煤质管理-31-

第一节质量标准化要求-31-

第二节煤质管理-31-

第七章管理制度-34-

三、交接班制度-35-

四、敲帮问顶制度-37-

十、提升运输安全规定-42-

第八章安全技术措施-49-

第九章组织保障措施（安全技术责任制）-59-

作业规程学习和考试记录i

作业规程补充学习和考试记录iii

作业规程复查记录v

作业规程编制依据

1、《安全生产法》；

2、《矿山安全法》；

3、《煤矿安全规程》（2011年版）；

4、重庆市能源投资集团公司《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》；

5、《田家煤矿岗位责任制、操作规程》（2011）；

6、《田家煤矿关于加强机电运输的管理办法》（2011）；

7、《重庆中梁山煤电气有限公司煤矿生产技术管理基础工作若干规定》[2009]131号文；

8、《重庆中梁山煤电气有限公司二O一二年技术工作安排意见》[2012]28号文；

9、《重庆中梁山煤电气有限公司关于规范回采工作面布置的通知》[2010]47号文；

10、公司、矿其他相关技术规定及政策规定；

11、0321采区设计说明书；

12、0321B采煤工作面地质说明书。

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系见表1。

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称

1095水平

采区名称

0321采区

地面标高/m

1725/1755m

井下标高

1134/1137

地面相对位置

水井湾以北，寨子湾以南，深塘以东

回采对地面设施的影响

地面无建筑等设施无影响

井下位置及

与四邻关系

南边为0321A采煤工作面（已开采），西边为0322集中运输巷（0322采区未采），北边为F1断层，东临1095轴部采空区

走向长度/m

590

倾斜长/m

68-110

面积/m2

52510

第二节煤层

工作面煤层情况见表2。

表2煤层情况表

煤层厚度/m

0.75-1.25

煤层结构

复杂

煤层倾角/（O）

3-8°

煤层硬度

≤4

煤种

WY2

稳定程度

稳定

煤层构造

煤层分上分层和下分层，煤层中间存在一层均厚0.5m的夹矸

煤层其它

情况描述

煤层含有肾状、豆状黄铁结构及星散状黄铁矿晶粒

煤质特征见表3

表3煤质特征

发热量

Qnetat卡/克

水份Mad（%）

灰份Ad%

硫St%

挥发份Vdaf%

固定碳Fcad%

4.69

13.58

2.33

6.36

80.92

工作面煤层煤质较好

第三节煤层顶底板特征

顶板：

老顶为长兴灰岩，岩石较坚硬完整，稳定性好，属中等冒落顶板，易于管理；

底板：

厚0.1～1.5m浅灰色泥岩，易风化，遇水膨胀，其顶部常可见垂直层面的植物根化石，对开采有一定影响。

工作面煤层顶底板情况见表4。

表4煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石类别

硬度

厚度

岩性

基本顶

灰岩

8～10

53.21

灰色厚层状

直接顶

钙质泥岩

4～6

3.64

灰、黄灰、灰黑色

伪顶

泥岩

1.5～2.4

1.00

黑色薄层硅质岩

直接底

铝土泥岩

1～2

1.06

浅灰色

基本底

灰岩

2～4

深灰色

附：

0321B高档普采工作面煤层综合柱状图

第四节地质构造

根据0321A运输巷和0321B巷揭露的资料显示，工作面可能遇到F4断层，根据矿井工作面布置来看，本区域地质构造比较复杂,可能会遇到一些隐伏的小断层。

因此，在施工中,应加强地质预测预报工作及顶板管理工作。

表5断层情况表

断层

名称

倾角/（o）

倾向/（o）

性质

落差/m

对回采的

影响

243°

82°

正断层

0.60-1.30

对采区内的开采有一定的影响

第五节水文地质

本工作面根据地面来看无老窑水，但顶板长兴灰岩和吴家坪组上段灰岩含水层水涌入断层带，在掘进和采煤时应特别注意断层对充水的影响，预计预计正常涌水量＜15m3/h,15m3/h＜最大涌水量＜22m3/h，相邻巷道无水害，未发生过突水事故，有少量的滴水，采掘工程受水害影响，但不危险矿井安全，矿井防治水工作易于进行，因此在施工的过程中，严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则。

第6节影响回采的其他因素

影响回采的其他因素见表6。

表6影响回采的其他因素

瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况

瓦斯

甲烷含量0-0.19%,CO2含量0.01-0.15m3/t,属低瓦斯矿井

煤尘

无爆炸性

煤的自燃

不易自燃

地温

无地温异常

地压

无地压异常

煤层普氏硬度

2.44

第七节储量及服务年限

一、储量

根据《0321B工作面地质说明书》提供的数据0321B工作面地质储量为84016吨，可采储量81495.5吨。

二、服务年限

设计月产量：

T月=4×0.8×1.0×89×1.6×26=11847.68

每日割煤4刀；每刀进尺0.8m；工作面平均长89m；平均煤层厚度1.0m;煤炭容重1.6t/m3;每月工作26天。

A=Zk/T月=8.1万吨/1.2万吨=6.8个月

该工作面的服务年限为6.8个月。

第二章采煤方法

第一节工作面巷道布置

该工作面采用双巷布置，即0321B巷和0321A运输巷。

0321B巷承担进风、行人任务；0321A运输巷承担回风、运煤任务。

巷道支护为梯形支护，工作面走向长度590米，可采长度570米。

停采位置距0322集中运输巷20米。

其开切眼位置、推进方向及停采线位置详见0321B工作面巷道布置图。

附:

0321B工作面巷道布置图

第二节采煤工艺

一、采煤方法的选择

由于本采区煤层的赋存条件和地质条件和该煤层的赋存较为稳定。

煤层倾角变化不大，平均5°，煤层厚度平均1.0米，属薄煤层，又知该煤层对应的地表为山地，综合以上因素和周围采区的实际使用经验，最终采用走向长壁后退式采煤方法。

二、工作面主要参数的确定

1、采高：

根据工作面的煤层赋存情况及设备的性能，确定采高为0.68-2.26。

2、循环进度：

根据采煤机的滚筒截深知循环进度为0.8米。

3、工作面长度：

根据设计工作面长度为100米。

但是由于0321B巷掘进中遇多处地质构造带，巷道偏移情况，因此工作面的长度为68-110米。

三、采煤工艺

1、落煤方式：

工作面使用的是一台MG100/240-BW型双滚筒采煤机落煤。

2、装煤方式：

割煤机自装。

3、运煤方式：

工作面采用SGZ630/150型刮板输送机，运输巷采用SGB630/150型刮板输送机和DSJ65型皮带运输机运煤。

4、进刀方式：

采煤机采用端头斜切进刀割煤，不留三角煤，斜切进刀长度不小于30米，截深0.8米。

5、支护方式：

工作面采用单体液压支柱加铰接顶梁支护，运输巷和回风巷超前单体支柱支护。

工作面挂超前铰接顶梁（如工作面采高不够，割煤机不能经过的地方可以不挂超前铰接顶梁）。

6、采空区处理方式：

采用顶板全部垮落式。

四、支护工序

本工作面采用单体液压支柱，采用四五排控顶支护“四五排控顶”支护工序是

①挂超前铰接顶梁

②回撤第五排正规柱、铰接顶梁及加密支柱。

③对第四排的支护进行加密

④移溜后支护第一排正规柱。

⑤挂警戒绳。

五、采煤工艺说明及要求

1、采煤机采煤的技术要求：

1）顶底板要割平，不能留有台阶，底板留有台阶或不平会使推溜困难，同时顶底板不平使支架几何形状不好，仰俯角太大容易发生空顶、冒顶或采煤机滚筒割顶梁事故。

2）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应急时停机更换截齿。

3）工作面遇有坚硬夹矸和煤层薄化带时，尽量不得用采煤机强行截割。

2、单体液压支柱的支护及要求：

1）支护要及时。

2）支柱架设要牢固。

3）初撑力要足够

4）保持工作面支架完整性。

5）特殊地质条件下开采要加密支护。

3、对工作面刮板输送机的要求

1）刮板输送机在推移后必须保证成一条直线。

2）必须保证刮板输送机的平整，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。

3）刮板输送机的机头、机尾推进度应保持一致，且必须保持推移步距，以确保截深、产量和工程质量。

4）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒18m后进行，不得出现急弯，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。

5）若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因将问题处理后再推溜。

第三节设备配套

一、工作面设备配备

1）采煤机选用MG100/240-BW型采煤机，极薄煤层采煤机；

2）刮板输送机SGZ630/150输送机。

附:

0321A工作面机电设备布置图

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、顶板管理方式

根据本工作面顶板特征，工作面顶板采用单体液压支柱支护，两巷采用梯形工字钢支护，超前采用液压单体支柱支护，采空区采用全部跨落法管理顶板。

表7同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

顶板

直接顶厚度

1.5

基本顶厚度

直接底厚度

直接顶初垮落步距

7～8

5～8

初次来压

来压步距

20～22

最大平均支护强度

KN/㎡

390

来压显现程度

明显

周期来压

来压步距

10～12

最大平均支护强度

KN/㎡

885

来压显现程度

明显

平时

最大平均支护强度

KN/㎡

265

直接顶类型

类

Ⅰ

基本顶级别

级

Ⅰ

巷道超前影响范围

二、液压支柱选型计算

1、支护强度的计算

采用以往的经验公式来计算：

（1）采用经验公式计算；

Pt=（6～8）9.8MrcoSa（KN/㎡）

=（6～8）9.8MrcoSa

=（6～8）9.8×1.2×2.66×coS2°

=185～248KN/m2

式中：

Pt—最大平均支护强度，KN/m2

M——采高，1.2m；

R——顶板岩石的视密度，2.66t/m；

A——煤层倾角，（5°）

2、支柱实际支撑能力计算

Rt=KR

=0.8×300

=240KN

式中：

Rt——支柱实际支撑能力；

K——支柱工作阻力实际利用系数取80%；

R——支柱最大工作阻力取300KN。

3、工作面合理的支柱密度计算

N=Pt/rt（根/㎡）

=248/240

=1.03

4、支柱的柱距

A=1/1.03=0.97m

5、根据合理的支柱密度，确定排距为0.8m（±8cm），柱距为0.9m（±8cm）。

随着采煤的推进，由于顶梁型号为0.8m，严禁打在顶梁的接头上。

加密支护的柱距为0.9米。

在第五排正规柱两根之间支护。

支柱支设在铰接顶梁后侧1/3-1/4处，随着工作面推进逐步调整。

6、根据岩石力学和采煤工作面所需空间而定，最大控顶距5.2m，最小控顶距3.5m。

7、支柱高度的确定

Lmax=Mmax–b

=2180-100=2080

Lmin=Mmin-S-b-a

Lmin=1600-5-100-30

Lmin=1420

式中：

Lmax、Lmin——支柱的最大、最小高度，mm；

Mmax、Mmin——工作面最大、最小采高，mm；

b——顶梁厚度，mm；

S——顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量（mm），S=ηMR；η为0.04～0.05，M为采最大采高，R为最大控顶距。

a——回柱时必要的卸载高度，一般为30～50mm。

第二节特殊支护

一、初采

1、新工作面开采前，生产部门组织有关单位人员对工作面范围内的巷道及生产系统进行检查验收，达不到质量标准化要求的不移交生产。

2、工作面施工前编制初采初放施工措施。

3、对开切巷的顶板活动情况进行监测、分析，顶板活动异常的必须采取有效措施后方可进行安装、刷大或初放。

4、开切巷用单体液压支柱和铰接顶梁将原支护替掉，否则不得进行刷面和初放。

但不得出现新支设的铰接顶梁与原支护范围相脱节的现象。

5、工作面开切巷刷大前生产科针对开切巷实际情况编制和落实施工安装措施。

二、初放和收尾

1、回采工作面初次放顶及收尾时制定安全技术措施，成立以生产矿长为组长的领导小组。

初次放顶前，初放领导小组组织有关人员现场会审，在确认现场条件符合放顶要求时，方可按措施进行初次放顶。

初放期间安全生产管理部门的人员分两班现场把关，并有初放记录。

初放结束由初放领导小组现场认定，批准后方可结束初放工作。

2、单体液压支柱工作面初放期间，从开切巷刷面起，必须做到新支设的支柱初撑力每根符合规定要求，必须按要求采用密集、丛柱、木垛等切顶，在初次放顶期间，及时掌握工作面顶板变化，队认真填写初次放顶记录，初放工作面的支护和测压情况要每天向矿调度室汇报情况。

3、当直接顶悬露跨度超过初次垮落步距时，应根据0321B工作面的矿压观测资料，并确定必须采取强制放顶措施或加强支护措施。

采用垮落法控制顶板的坚硬顶板工作面初放时，应采取强制放顶措施。

4、工作面收尾选择采止线应避开断层、老硐、高冒区、顶板破碎带和周期来压。

结束前必须保持所规定的最小控顶距，并经生产矿长和有关部门检查验收、批准。

三、两巷超前支护

运输巷和回风巷超前支护方式采用单体支柱配套草鞋板，支柱的规格：

中对中0.6m；沿巷道打单排，0321A运输巷及0321B巷超前支护的距离20m，煤壁后8m。

支柱初撑力不得小于90KN。

四、两口的支护

1、采煤工作面的口超前压力影响范围内必须加强支护，且必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及进更换、清挖。

2、两巷出口净高高不得低于1.8m且行人侧留有不小于0.7m宽的通道。

3、两口支护方式及支护质量要求

1）工作面两端头与巷道连接处采用两梁四柱方式对交叉口顶板进行控制。

梁长度2米，支柱距梁端头不得超过0.4米。

2）两端头支柱必须排、柱距成直线，支柱下接硬底，严禁打在浮煤和矸石上。

五、顶板破碎、软底工作面

采煤工作面遇顶板岩层破碎、采高大于等于2米、底板岩层松软，单体支柱插底严重，采用五六排控顶支护，支柱支撑时使用底座，对破碎段采用点柱加密支护并编制安全技术措施报批后执行。

六、工作面遇地质构造带

采煤工作面遇地质构造带，采用五六排控顶支护，支柱支撑时使用底座，对地质构造带加强支护力度，除正规支护外加强点柱支护，对断层面、褶皱面采用单体支柱斜撑方式支护，斜撑支护间距0.9m，并编制安全技术措施报批后执行。

七、煤壁

1、煤壁平直，与顶底板垂直，偏差不超过±200mm。

伞檐符合质量标准化规定。

2、及时挂梁，空顶距离达到1米时，必须挂设铰接顶梁。

3、煤壁距刮板输送机外边缘距离大于1.2米时，必须架设点柱。

4、交接顶梁水平楔数量齐全（每梁一个），用小链与梁联挂。

5、工作面采高大于1.8米或者夹矸厚度大于0.8米时，必须架设斜撑，斜撑间距0.9米。

6、打斜撑时，必须掏底窝，底窝深度不得低于10cm；斜撑必须打牢实；斜撑间距为2米；斜撑的直径不得低于8cm。

斜撑和煤壁接触必须使用草鞋板，草鞋板规格：

40×45×700mm

7、斜撑不能打在刮板上，必须和刮板有一定的高度，高于刮板0.3米，防止刮板运行时，煤矸石拉滚斜撑。

8、在打斜撑的过程中，支护人员必须随时观察施工范围内的顶板脱层，煤壁的伞檐等，发现问题，立即处理。

对顶板脱层处理不下来时，必须提前打好临时支柱及斜撑。

并牢固可靠。

八、以上措施还不能保证安全，另行制定安全技术措施。

第三节工作面放顶工作

一、工作面初次放顶技术措施

1、矿内要组织初次放顶矿压观察。

2、工作面初次放顶前，矿压组要在工作面设矿压观察点，实行现场连续观察，对上下出口、两巷及工作面煤帮天天检查，并及时向矿初次放顶领导小组及生产技术科汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。

3、凡进入工作面的人员必须戴头盔，且严禁随意取下。

4、队内要加强初次来压期间的组织管理工作，搞好工程质量和顶板管理。

5、初次来压前，带班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任。

6、带班队长及班长对工作面、；两巷支护及顶板动态情况进行巡回检查，每2小时检查一次，发现问题及时采取针对措施。

7、初次来压期间，两巷端头工及电工要注意安全，发现有片帮、冒顶、倒柱等现象时应提前采取措施，防此损坏设备及影响人身安全。

8、泵站压力达到额定压力，支柱要达到初撑力，接顶平、严、实。

9、加强工作面设备的维修与管理，以保证设备的正常运转和快速推进。

10、采煤机割平顶底板，严格按照规程要求控制好采高。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

工作面矿压观测内容主要有：

支柱的初撑力以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量进行定期分析，进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法

1、工作面单体液压支柱测压表：

型号：

SY-40B型单体支柱测压仪，量程40MPa,整个工作面装备2台，压力表位置统一，损坏的压力表及时更换。

2、严格按集团公司、矿有关规定认真实施监控和评估工作，将监控纳入日常生产技术管理中，切实掌握支护质量和顶板动态，及时排除隐患，消灭“死角”，把好安全关，实施班班监控；

3、初放及正常生产期间，机、风巷单体液压支柱棵棵监控，初撑力不小于90KN，工作面液压支柱初撑力不小于90KN约12MPa；

4、初撑力或工作阻力达不到规定者，要严格按照“检测、补改、验测、填报、处理”五个环节进行整改；

5、监控评估原始资料要准确全面，并及时报送技术科；

6、队值班人员要根据矿压报表及领导阅示意见，将存在的问题及整改措施在班前会上一并向工人认真贯彻，落实整改；

7、班班要设专职测压员，测压员必须经过培训，填写表格要真实可靠，支柱的初撑力达不到要求时，必须进行2次补液；

8、液压泵站乳化液箱有自动给液装置。

第四章生产系统

第一节运输

一、主运输系统

运煤线路：

0321B工作面→0321A运输巷→0322集中运输巷→0222集中运输巷→0222溜煤眼→南运输巷→地面

二、辅助运输系统

辅助运输线路：

平硐→北运输大巷→0322人行眼→0322集中运输巷→0321B巷→工作面

附：

0321B工作面运输系统图

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

1、通风线路

1）新鲜风流：

平硐→北运输大巷→142人行眼→142进风巷→南北贯通巷→0321B巷→0321B工作面

2）污风风流：

0321B工作面→0321A运输巷→0321采区回风巷→0222回风眼→南总回风巷→南回风井

2、风量计算

每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

（一）按回采工作面气象条件计算

式中:

vcf—采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度，取1m/s；

Scf—采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，3.95m2；

kch—采煤工作面采高调整系数，具体取值1.0；

kcl—采煤工作面长度调整系数，具体取值1.0；

70%—有效通风断面系数；

60—为单位换算产生的系数。

=60×70%×1.0×3.95×1.0×1.0

=165.9

（二）按回采工作面平均绝对瓦斯涌出量计算

式中：

qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。

进行瓦斯抽采的工作面的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽采量进行计算；取2.41m3/min

kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值；取1.1

100—按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数。

=100×2.41×1.1

=265.1

（三）按回采工作面二氧化碳平均绝对涌出量计算

式中：

qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，1.41m3/min；

kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均衡系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值1.9

67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。

=67×1.41×1.9

=179.493

（四）按工作面人员数量验算

式中：

Ncf—采煤工作面同时工作的最多人数，46人；

4—每人需风量，4m3/min。

4×46

184

（五）按风速验算

1、验算最小风量

式中：

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