煤矿采煤工作面作业规程Word下载.docx
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表2煤层情况表
开采煤层
M**
煤（岩）层总厚度/m
2.7～4.1
2.7
平均可采煤厚度/m
2.70
煤层倾角
20°
～25°
硬度/f
1.5～2.5
煤种
无烟煤
稳定程度
较稳定
比重
1.43
煤层结构
简单
煤层
情况
描述
该工作面M**煤层较稳定，属中厚至厚煤层，上层厚度变化不大，回风巷受构造影响处最小厚度1.4m，一般最小厚度2.7m，全煤层厚度局部最大4.1m，上下分层间夹矸由0.3m曾至0.7m，平均2.7m。
从勘探钻孔和现有巷道揭露情况看，该面煤层赋存较稳定，属稳定煤层半亮型煤，以亮煤块为主，镜煤、暗煤含量较少；
受地质构造影响煤层部滑片发育，局部出现挤压、搓揉现象。
第三节煤层顶底板
表3工作面煤层顶底板情况
顶底板类别
岩石类别
厚度m
岩性特征
老顶
细砂岩与泥质粉砂岩、泥岩
——
力学强度中等稳定性一般，风化后会发生顶板跨落。
直接顶
泥质粉砂岩与薄层菱铁矿层乎层
4.2-4.8
4.5
直接底
碳质泥岩或粘土岩
0.4-0.6
0.5
风化后呈片状，遇水易膨胀，可塑性强。
老底
粉砂质泥岩与细砂岩
力学强度低，遇水易膨胀、底鼓现象。
第四节地质构造
工作面M**煤层东西走向，倾向北，属单斜构造，煤层倾角20-25°
，平均23°
；
次一级褶曲不发育，煤（岩）层虽有波状起伏，但幅度不超过5m。
工作面地质构造发育简单，煤（岩）层产状变化不大。
根据*****运输巷、回风巷实际揭露的煤层产状与地质情况分析，未发现有落差大于1m的断层，仅在切眼里程62m处揭露一条近似煤层走向的反倾正断层，其落差为0.5m；
切眼上口有3m巷道处在FS01断层上下盘错动位置。
表4工作面地质构造情况表
构造煤层
走向（°
）
倾向（°
倾角（°
性质
落差
对回采影响
001
105
S
15
正断层
有一定影响
FSO1
295
NS
35
逆断层
2.0
第五节水文地质
1、矿区水文地质条件属中等类型，矿井冲水主要来源为大气降雨，由于采空区的出现，地表产生塌陷后出现大量裂隙，导致地表水通过采动裂隙进入井下，形成矿井涌水，随着采空区面积增大，矿井涌水量也随之增大。
预计工作面采空区正常涌水量0.3m³
/h，最大涌水量1m³
/h，回采期间顶板仅有少量点滴状淋水，但水量不大，对回采不会造成影响。
2、受*****工作面采动影响，本工作面回风巷修复期间上帮局部地点有水流（渗）出，切眼贯通后回风巷西段报废巷道也有水涌出，现回风巷多处涌水点总涌水量约为1.2m³
/h。
工作面开始回采后上覆M***煤层采空区涌水可能会沿采动塌陷裂隙渗入本工作面采空区，导致本工作面采空区涌水量增大。
3、工作面生产期间生产用水的跑、冒、滴、漏也是矿井冲水的因素之一。
因此，回采期间必须加强工作面运输巷的水煤分流工作，做好积水引排，防止人为水患影响生产。
第六节影响回采的其它因素
一、瓦斯
矿井为煤与瓦斯突出矿井，*****两巷掘进迎头施工钻孔过程中曾发生过喷孔现象，实测+*****m标高煤层瓦斯含量16.86m³
/t，平均10.23m³
/t。
开采时，必须严格按国家要求，按突出矿井管理。
二、煤层自燃
根据省煤田地质局实验室2011年7月提供的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》鉴定结果为M**煤层属Ⅲ类不易自然煤层。
三、煤尘爆炸性
根据省煤田地质局实验室2011年7月提供的《煤层煤尘爆性鉴定报告》鉴定结果为M**煤层无煤尘爆炸性。
四、地温
根据勘探地质报告，井田无地温异常现象，属地温正常工作面，地温18-20℃。
五、冲击地压
根据勘探地质报告，有地压，局部有显现，对回采无影响，矿井无冲击地压存在。
六、地质部门对工作面回采过程中的具体建议
1、工作面运回两巷为定向不等坡并岩煤层顶板掘进，局部地段有低洼积水现象，必须确保正常排水。
2、随着顶板的不断垮落和采动围不断扩大，采动裂隙将会导通老窑采空区积水和上覆岩层层间裂隙进入井下，增加工作面回采期间的涌水量。
3、本矿井各煤层虽无煤层爆炸危险性，但回采过程中必须加强粉尘防治，防止煤尘堆积和飞扬，造成其他危害的发生。
4、本矿为煤与瓦斯突出矿井，必须加强通风管理，按要求配足风量；
利用本煤层抽放、风排稀释、采空区埋管抽放等方法治理瓦斯，同时要搞好防突工作。
5、本工作面煤层顶板岩性以泥岩、砂质泥岩等软岩为主，回采过程中必须注意矿压观测和顶板离层检测，为以后工作面开采顶板管理提供技术参数。
6、工作面在过地质构造变化区域、顶板破碎带时，要加强顶板管理，预防顶板冒落事故的发生。
7、运输巷末端（采面刮板机机尾）一直是回采工作面的最低处，必须加强生产用水管理和积水引排，做好运输巷水煤分流工作。
第七节储量与服务年限
一、储量
工业储量：
49482t
可采储量：
工作面采用炮采，回采率为85%，可采储量42060t。
二、采煤工作面服务年限
回采工作面的服务年限＝（可采储量/计划月产量）
＝42060/12778
≈3.29（个月）
该回采工作面的服务年限为4个月。
第二章采煤方法
第一节采面布置与采煤方法
工作面采用走向长壁布置，后退式长壁采煤法。
回风巷、运输巷、开切眼均跟煤层顶板布置，采用锚杆+锚索支护，其中回风巷、运输巷为梯形断面，中高2.5m，宽3.2m，断面积为8m2,切眼为矩形断面，中高2.5m，宽3m,断面积为7.5m2。
附图1（*****采煤工作面平面布置图）。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
打眼→装药→爆破→移梁（临时支护）→攉煤→移溜→打柱→回柱
二、采高和循环进度
1.采高：
工作面跟顶回采，正常回采期间，采高煤层厚度，平均2.5m;
初次放顶期间，采高控制在2.5m以。
2.循环进度：
1.0m。
三、落煤
1.落煤方式：
放炮与手稿落煤相结合。
2.炮眼布置方式与爆破方法
①炮眼布置方式：
五花眼布置；
②爆破方法：
串联放炮，毫秒微差、正向爆破；
③炮眼布置三视图（1:
100）
附图2（*****采煤工作面炮眼布置三视图）；
④炮眼说明书。
表5炮眼说明书
四、装运煤
工作面放炮后，人工将放落的煤装入刮板输送机，由工作面刮板输送机运至运输巷刮板运输机，再由皮带输送机至采面运输巷溜煤眼，然后由溜煤眼将煤溜至*****机轨石门皮带输送机，再将煤运至*****煤仓，最后经主井皮带运至地面运输分选系统。
五、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×
S×
h×
r×
c
=（94×
1.0×
2.5×
1.43×
85%）t
=285.6t
式中L——工作面平均斜长，94m
W——工作面正规循环生产能力，t；
S——工作面平均推进度，1m；
H——工作面平均采高，2.5m；
r——煤的容重，t/m3；
c——回采率，85%。
第三节设备配置
附图3:
*****回采工作面设备布置示意图。
一、运输线设备配置
表5运输设备配置
序号
设备名称
型号
功率
（kw）
数量
（台）
使用地点
备注
1
刮板运输机
SGB－420/40
40
原切眼掘进时安装后尚未拆出，只需将其移至采面煤壁帮即可。
2
*****运输巷
原切眼掘进时安装后尚未拆出。
3
皮带输送机
DTL6500
7.5
4
DTL80/40/40
2×
*****机轨石门
5
*****煤仓联络巷
6
主斜井
二、采面电气设备配置
表6电气设备配置
乳化液泵站
MRBZ80/20
37
一箱两泵，一台工作，一台备用。
矿用防爆型
采面
回柱绞车
11.4
*****采面上下出口。
开关
QBZ400-1140/660
采面刮板机
第三章顶板管理
第一节支护设计
附图4（*****采煤工作面支护平、剖面图）
一、单体支柱支护强度验算
1.采用验算公式计算支护强度
Pt=9.81×
γ×
k
=（9.81×
2.6×
4）kN
=255.06kN/m2
式中Pt——工作面合理支护强度，kN/m2；
h——采面最大采高，m；
γ——顶板岩石的密度，t/m3，M**煤层顶板为灰色泥质粉砂岩，查表取密度为2.6t/m3；
k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4～8。
2、支柱实际支撑能力计算：
Rt=kgkzkbkhkaR
=（0.99×
0.95×
0.9×
1×
250）kN
=211.612KN/根
式中Rt——支柱额定工作阻力，kN；
kg——工作系数；
kz——增阻系数；
kb——不均匀系数；
kh——采高系数；
ka——倾角系数；
R——支柱额定工作阻力，kN。
3、工作面合理的支柱密度计算：
n=Pt/Rt
=255.06KN/m3/211.612KN/根
=1.21根/m2
式中n——支柱密度，根/m2；
4、*****采煤工作面基本支柱的排距为1.0m，则基本支柱的柱距：
L柱=1.0÷
（L排×
n）
=1.0÷
1.21
=0.826m
式中L柱——工作面基本支柱的柱距，m；
L排——工作面基本支柱的排距，m。
故取基本支柱柱距为0.6m。
5、合理控顶距的选择：
根据该工作面顶底板条件，使用2.5m单体液压支柱配合2.8m的π型梁一梁三柱成对交替迈步支护，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。
第二节工作面顶板管理
一、控顶方法
1、工作面回采时顶板控制方法为全部垮落法。
2、护顶方法与材料规格。
⑴单体液压支柱配合π型梁支护，一梁三柱成对交替迈步使用。
⑵材料规格；
表7材料规格
项目
支柱型号
顶梁型号
柱距（mm）
排距（mm）
参数
DW25-300/100
2.8mπ型钢梁
600
1000
支护密度
（棵/m2）
支护强度
（kN/m2）
初撑力
（kN/棵）
名称
规格
1.31
255.06
90
菱形网
1.2m×
5m
板皮
1.4m×
0.2m×
0.03m
竹笆
3、顶板管理参数。
表8顶板管理参数
项目
阶段
控顶距/m
放顶步距/m
最大
最小
初次放顶
5.2
4.2
正常放顶
3.2
二、回柱放顶方法
（一）回柱方式
采用人工的方法进行回柱。
（二）回柱顺序
挂笆→挂拔柱器→卸压→拉柱→移π型梁。
（三）操作方法
1、准备工作
⑴备齐回柱工具（卸载手把、拔柱器、手锤、牵引绳等）。
⑵认真检查从煤壁到采空区顶板支护状况，改正不正规支柱。
⑶清理维护好后路，打好挡矸菱形网。
2、技术要求
⑴回柱顺序从下向上分段回收，分段距离不得小于15m。
⑵分段回柱时，尽可能将断层或顶板破碎带分一段，分段点应尽可能在顶板条件好、支护较可靠的安全地带，并注意移溜补齐柱后方能回柱；
如回柱地点顶板破碎，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方能回柱。
⑶正常回柱放顶，分段距离不小于15m，回柱与打眼平行作业最小安全距离不小于15m；
回柱与装药爆破不得平行作业。
⑷回柱地点5m围必须先进行特殊支护，且经现场跟班安全员检查合格后方可进行回柱。
⑸回柱放顶至少两人一组，先在采空区侧挂好挡矸菱形网，一人回柱放顶，一人观察顶板与支护情况，两人都应站在支柱牢固的斜上方安全地点作业。
⑹视顶板状况，拔柱器必须牢固地安放在距回柱处1—3m正规支柱上。
⑺实行全承载支护，回出的支柱与时垂直顶底板整齐地支撑在材料道采空区侧顶板上，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人形道通畅。
回柱后局部悬顶超过沿走向3m，倾向5m（面积大于15m2）不冒落时，必须进行强制放顶，措施另补。
3、安全注意事项
⑴禁止在顶板破碎、压力大、支护状况不好等地点进行分段。
⑵回柱人员必须站在顶板完整，支柱完好地点，避开拔柱器力的作用线方向进行操作。
⑶遇死柱时，先架好临时支柱，后采用挑顶或卧底的方法回撤，严禁用炮崩或机械等其他方法强行回撤。
⑷回柱过程中要时刻注视顶板与支护状况，发现异常立即停止作业，与时维护。
如危急工作人员健康和生命安全时，应立即撤人，待顶板稳定后维护好再进行回柱。
⑸当顶板压力较大时，卸载手把必须用牵引绳进行远距离操作，缓慢卸载，牵引绳的长度不得小于3m。
⑹严禁使用其它工具代替卸载手把操作。
三、特殊支护
1、单排切顶密集：
正常回采期间，采空区采用单排密集切顶，并加挂档矸笆，切顶密集打在放顶线一侧，每两颗基本柱之间打一棵，与正规柱一样，打成直线，迎山有劲，初撑力不小于90NK。
2、戗柱：
在靠近采空区侧基本柱之间每隔一棚打一棵戗柱。
3、贴帮柱：
在靠近煤壁打贴帮柱，每间隔1.2m打一棵，并用菱形网背好，防止片帮并栓齐栓牢防倒绳。
4、丛柱：
正常放顶期间，在工作面上下出口靠近采空区侧打丛柱，每组丛柱为4棵，梁子用3.0m大料。
初次放顶、顶板压力较大、顶板破碎、过断层破碎带、支柱不正规等异常情况时，也要打丛柱，在材料道每间隔5m打一组，丛柱的初撑力不得小于90KN。
第三节回采巷道与端头顶板管理
一、端头支护
上、下端头采用长4mπ型梁配合单体架设“四对八梁”支护，四对八梁长钢梁每对间距0.6m，每对的两根间距0.2m，每对的两根交替迈步前进，每次前移1.0m，每根长钢梁使用三柱支撑，“四对八梁”距采煤工作面运输巷和回风巷锁口棚不超过0.5m。
二、两巷与超前管理方法
采用单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁打双排柱支护，从采面煤壁起，超前支护20m，棚距1m，柱距1m，净高不低于2.0m。
超前支护拉线架设，迎山有力，顶梁上方空顶作业处用圆木背接严实。
巷道底板松软时，增设铁鞋支护。
超前支护所有单体三用阀沿走向设置（出水口对采空区），其单体支柱拴好防倒绳。
三、上、下出口与两巷维护要求
1、加强上下出口管理，自工作面煤壁线向外20m围，保持巷道净高不低于2.0m，人行道宽度不小于0.7m；
运输巷超前靠上帮棚、回风巷超前靠下帮棚，与工作面上下第一棚间距不大于0.5m。
2、两巷净高不小于1.8m，行人侧宽度不小于0.7m，断面最低不小于设计断面的80%。
3、支柱必须栓齐栓牢防倒绳，初撑力不小于90KN。
4、加强两巷维护，发现柱子变形、片帮、漏顶要与时维护，确保两巷支护完整，无断梁折腿，无空顶空帮。
5、巷道无积水，无浮矸杂物，柱子、梁子、材料、设备等必须在固定地点堆放整齐，严禁乱堆、乱放。
6、运输巷和回风巷采用锚杆网支护，故打超前支护时必须用板皮将两帮背实背严，采用半圆木将顶板过严接实。
四、工作面支护材料
1、DW25-300/100型单体液压柱（按最大斜长取100m计算）
基本柱：
100÷
（0.6＋0.1＋0.1＋0.2）×
6＋6＝606根
戗柱：
2＋1＝51根
密集柱：
1＝100根
两巷超前柱:
（25＋1）×
2=104根
备用柱:
按10%备用率计算，（606＋51＋100+105）×
10%=86.1根，故备用柱取87根。
采面共需要单体柱：
861＋51＋100＋104＋87=948根。
2、2.8m长π型梁、4mπ长型梁、铰接顶梁
2.8mπ型梁：
（100－3×
2）÷
2＝188根
4m长π型梁：
8＋8＝16根
铰接顶梁：
（25＋1）×
2＝104块
2.8m长π型梁：
（10%备用率）188×
10%＝18.8根（取19根）
备用4m长π型梁：
16×
10%＝1.6根（取2根）
备用铰接顶梁：
104×
10%＝10.4根（取11根）
采面共需要绞接顶梁104＋11＝115根，2.8mπ型梁188＋19=207根，4m长π型梁16＋2＝18根。
第四节矿压观测
一、工作面的矿压观测
1、装面和初次放顶期间，必须采用单体支柱压力检测仪对所有单体支柱进行棵棵检测，正常回采期间，第一排支柱的检测率不低于30%，第二、三排不低于10%，有选择性检测，发现达不到要求的与时补液。
2、带班矿长、跟班安全员带表进面，认真填写当班发现的问题与处理方法，遗留问题要附处理意见，并反馈到调度室和当天值班领导。
3、值班领导对当天反馈的信息，在班前会上向职工与时贯彻，分析原因，并提出处理意见。
4、支柱压力观测人员必须对支柱压力进行精心检测，认真作好记录，不得滥造数据，上井后与时将数据交技术科。
5、技术科对所有数据要进行收集、整理和分析，并将分析结果上报分管领导和采煤队。
6、对工作面上下出口破碎带、断层处与冒顶处等异常地段的支柱三班棵棵检测，以加强对事故多发点和薄弱区域的管理。
7、初撑力和工作阻力，达标率不低于90%。
二、两巷的矿压观测
在运输巷和回风巷分别距开切眼40m、60m、80m、100m、120m、140m处布置6个侧区，用卷尺量巷道受采动影响过程中的顶底板与两帮移近量，每天观测一次，根据观测时间可算出移近量。
三、支护质量监测
每旬由技术科组织对工作面和两巷支护质量动态检查两次，对存在的问题，由采煤队立即整改。
监测容要包括支柱支撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高与端头顶板冒落情况、两巷超前支护质量等。
四、观测时间要求
1、工作面：
观测到老顶初次来压和6次同期来压。
2、两巷：
观测至工作面停采线。
3、支护质量监测：
整个生产期间。
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运煤系统：
*****采煤工作面（刮板机）→*****运输巷（刮板机）→*****运输巷（皮带运输机）→*****溜煤眼→*****机轨石门（皮带机）→*****煤仓（溜煤眼）→主井（皮带）→地面。
二、运料系统：
副斜井（绞车）→*****机轨石门（电机车）→*****运输巷（人工搬运）→*****采煤工作面。
附图3《*****工作面运输系统图》。
第二节“一通三防”与监控系统
一、通风系统
（一）、工作面风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q采＝100q瓦采K
＝100×
1.764×
2.4
＝423.36（m3/min）
式中Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
Q瓦采——我矿为瓦斯抽采矿井，扣除瓦斯抽采量后，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；
Q瓦采＝CH4×
Q风
式中Q风——表示采煤工作面回风顺槽（11月20日）实测回风量，m3/min；
CH4——表示采煤工作面回风顺槽实际瓦斯平均浓度，%。
Q瓦采＝CH4×
＝630×
0.28%
＝1.764
K——采煤工作面的瓦斯涌出不均匀系数，取2.4。
2、按工作面最多工作人数计算
Q采=4N=4×
52=108（m3/min）
式中：
N——采煤工作面同时工作的最多人数，52人（交接班时）；
3、按一次爆破的最大炸药量计算风量
Q采=25×
A＝25×
27.2＝680（m3/min）；
A——工作面一次爆破的最大炸药量，根据装药量表A取27.2kg；
4、按采面温度计算风量
Q采=60×
V×
S＝60×
0.6×
10.5＝378（m3/min）；
V——采煤工作面温度15°
—20°
，采高1.5—3.5m时，工作面适宜风速为0.5—0.8m/s；
现*****采煤工作面温度为16°
，采高为2.5m，所以工作面适宜风速取0.6m/s；
S——采面最大控顶距时的面积；
5、按风速进行验算
（1）按最低风速验算工作面的最低风量：
Qmin≥60×
0.25S采I≥15×
9.25≥138.75m3/min
（2）按最高风速验算工作面的风量：
Qmax≤60×
4S采≤240×
9.25≤2220m3/min；
S采————采煤工作面的平均断面积，m2。
根据上述计算，Q采取680m3/min，
Qmin＜Q采＜Qmax，符合要求。
*****采煤工作面按680m3/min进行配风。
（二）、工作面通风系统
主斜井、副斜井→*****机轨石门→*****运输巷→*****采煤工作面→*****回风巷→*****专用回风巷→*****回风石门→回风斜井→地面。
附图5《*****工作面通风系统图》
二、瓦斯防治
（一）瓦斯检查
1、每班安排专职瓦斯检查员巡回检查瓦斯，每间隔2小时检查一次，每班检查次数不低于3次；
2、瓦斯检查点分别设在：
工作面进风流、工作面
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