14采面采煤规程.docx
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14采面采煤规程
富源县竹园镇阿形煤矿
采
煤
作
业
规
程
采煤工作面名称：
120904采煤工作面
编制单位：
生产技术科
施工单位：
本矿
批准人：
编制日期：
年月日
执行日期：
年月日
目录
作业规程学习贯彻及考试记录2
第一章概况3
第一节工作面位置及井上下关系3
第二节煤层赋存4
第三节地质构造和水文6
第四节影响回采的其它因素8
第二章采煤方法9
第一节巷道布置9
第二节 采煤工艺10
第三节设备配置11
第三章顶板管理12
第一节支护设计12
第二节工作面顶板管理16
第三节顺槽及端头顶板管理18
第四节矿压观测20
第四章生产系统21
第一节运输系统21
第二节通风系统22
第三节监测监控系统25
第四节防尘系统26
第五节排水系统28
第六节供电系统29
第七节通讯联络系统30
第八节人员定位系统30
第九节压风供水施救系统30
第五章劳动组织与主要技术经济指针31
第一节劳动组织31
第二节主要技术经济指标33
第六章灾害预防及避灾路线34
第一节工作面大面积来压或冒顶预防措施34
第二节火灾事故预防措施34
第三节水灾预防措施34
第四节瓦斯及煤尘预防措施35
第七章安全技术措施36
第一节一般规定36
第二节顶板管理36
第三节防治水40
第四节“一通三防”及安全监测41
第五节机电运输管理43
第六节特殊安全措施47
第七节过断层安全措施48
第八节工作面收尾安全措施54
第九节其它57
作业规程学习贯彻及考试记录
贯彻学习时间：
传达人：
班次：
听传达人
听传达人
序号
姓名
成绩
签名
序号
姓名
成绩
签名
1
16
2
17
3
18
4
19
5
20
6
21
7
22
8
23
9
24
10
25
11
26
12
27
13
28
14
29
15
30
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表
水平名称
1910水平
采区名称
二采区
地面标高
2150～2198
井下标高
1921-1936
地面相对
位置
该工作面地表为山坡地带，地表多为荒地、灌木林，无河流、水库、公路，有部分耕地，地表情况较为简单。
回采对地表
设施的影响
120904工作面距地面最小垂高为229m，相对地面无塌陷区和建筑物以及其它设施，地表情况较为简单，回采对地表无影响。
井下位置及
相邻关系
工作面位于1910水平二采区南翼。
东至未采煤断层，西至原120902工作面采空区，南距矿界20m保安煤柱处，北至二采区南翼回风上山。
走向长度（m）
239
平均倾斜长度（m）
80
面积（㎡）
19120
第二节煤层赋存
煤层情况表
煤层厚度
平均厚3.0m
煤层结构
简单
煤层倾角（°）
1—5º
开采煤层
9煤
煤种
主焦煤
稳定程度
稳定
煤
层
情
况
描
述
1、9煤层位于龙潭组第二段顶部，稳定，厚度2.5—3.5m，平均厚度3.0m，全区可采，结构简单，煤层总体构造为单斜构造，西东倾向，走向南北24°—35°，倾角1°—5°。
2、煤层总体呈缓倾斜赋存，块状、碎块状结构，油脂金属光泽。
受断层影响，区内煤层厚度、倾角变化小。
3、直接底板为泥岩或粉砂质泥岩，遇水易软化，膨胀。
4、煤层层理为中等发育。
煤层顶地板情况
顶、底板名称
岩石名称
厚度
特征
基本顶
泥质粉砂岩
2.5—4.8
顶板以菱铁质粉砂岩，或含菱铁质泥质粉砂岩，层位稳定，厚度大，呈现菱铁岩与粉砂质泥岩薄层互层状（俗称排骨状）
直接顶
粉砂质泥岩
6.0—10.0
伪顶
泥岩
0.2—0.4
易脱落
直接底
粉砂质泥岩
1.5—2.0
易底鼓
老底
泥质粉砂岩
3.2
排骨层
附图：
煤岩层综合柱状图
第三节地质构造和水文
断层情况表
断层名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对回采的影响
F4
24º
296º
68°-75°
反倾向正断层
18—25m
无影响
褶曲情况以及对回采的影响:
本区不受褶曲影响。
其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）；
本区不存在陷落柱及火成岩。
含水层的分析：
（1）9煤层顶部含水层由老至新分别有：
①下三迭系卡以头裂隙含水层：
岩性为灰绿色细粒砂岩、粉砂岩，偶夹带状泥岩。
厚约80米左右。
裂隙节理发育，有较强富水性，泉流量0—1.09L／s。
距9煤层顶板112米。
②卡以头组以上是具有隔水层作用的飞仙关组四段隔水层，厚约80米。
③飞仙关二段、三段及上伏永宁组二段属富水生较弱地层，对煤层开采矿井充水无大影响。
④永宁镇组一段属岩溶含水层，富水性强，泉流量一般在10L／s左右。
⑤最上伏为第四纪孔隙含水层，本段有少量季节性泉水出露。
（2）9煤层底部含水层有：
上二迭系峨眉山玄武岩组裂隙含水层，厚度大约50M，距9煤层底板350米。
综上所述，含水层、隔水层，各含水层均受大气降水的补给，以泉的形式排泄，各含水层互不发生水力联系，煤系地层含水层地下水将成为矿井充水的间接和直接充水水源。
而煤系地层均为弱含水层水，对本区的开采无大的影响。
其它水源的分析：
（1）掘进巷道范围内地表无河流、但有泉点和小溪、小溪流量雨季较大枯季流量较小或干枯，雨季流量约9.48—20.45L／s。
地表水、地下水的动态变化主要受大气降水控制，其余均为干河和干沟谷，夏天雨季会补给矿井一部分。
干旱季节对矿井无充水影响。
（2）9煤层顶板粉砂质粘土岩组成，富水较弱，在井下巷道中裂隙发育地段常见滴水现象。
（3）根据我矿水文地质资料和120904工作面机巷及风巷掘进过程情况可知，该工作面无淋水情况，东部为一采区已开采结束，之间被F4反倾向正断层相隔，断距8～12m,落差18～25m，地表无河流、湖泊、水库，以岩溶、裂隙充水为主，水文地质条件较为简单。
（4）本区不受采空区水、钻孔和构造导水等的影响。
总之，区内地下水以大气降水补给为主，含水层富水性弱，断层富水性和导水性差，矿井涌水量不大,水文地质条件为弱裂隙充水的简单类型。
工作面涌水量：
正常涌水量为0.2m3／h，最大涌水量为0.3m3／h。
第四节影响回采的其它因素
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
影响回采的主要因素之一
最大绝对涌出量为4.24m³／min
煤层爆炸指数
0.30
煤的自然倾向性
有自然倾向性
地温危害
无定量参数
冲击地压危害
无定量参数
采面瓦斯最大绝对涌出量为4.24m³／min。
我矿按照煤与瓦斯突出矿井管理。
1、工作面煤尘爆炸指数：
9煤经西安煤鉴院鉴定爆炸指数为0.3。
煤层有爆炸危险性，以往生产过程中未发生过煤尘爆炸事故。
煤层有自然倾向性。
2、据矿井和相邻采掘工作面的低温等情况，地温对回采没有影响。
3、本区无冲击地压危害，也不是应力集中区。
第五节储量及服务处年限
1、储量
工业储量：
19120×3.0×1.35=77436吨
可采储量：
19120×2.5×1.35=64530吨
2、工作面服务年限
工作面服务年限=可采储量／设计月产量
=64530÷8000
=8（月）
第二章采煤方法
第一节巷道布置
1、采区巷道布置
（1）采区巷道布置
本工作面位于矿井二采区，位于矿井西翼1910水平至1940水平之间，走向长239米，倾斜长80米，阶段垂高25米，采区布置一条运煤上山、两条回风上山。
（2）120904工作面巷道布置
120904工作面布置一条机巷和一条风巷，后退式回采。
2、工作面机运巷、回风巷、切眼：
（1）工作面机巷
断面为梯形断面，工字钢棚支护，净断面为5.88㎡，用作工作面进风及煤炭运输。
（2）工作面风巷
断面为梯形断面，工字钢棚支护，净断面为5.88㎡，用作工作面回风。
（3）采煤面切眼
断面为矩形，3.15m单体液压柱配合2.4mπ型钢梁支护，断面为5.28㎡。
3、阿形煤矿开采煤层倾角1º～8°，属于近水平煤层。
4、本工作面不采用尾巷排放瓦斯，用高、低负压管道铺设至工作面上隅角抽放瓦斯。
5、120904采面布置示意图（附图）。
第二节 采煤工艺
1、采煤工艺
人工破煤，溜子运煤，后退式采煤。
2.4米π型梁配3.15米单体液压支柱支护。
2、顶板管理方式，采高，循环进度
顶板管理方式为全部垮落法，采高2.8米，循环进度1.0米。
3、工作面正规循环生产能力的计算。
W=L×S×H×R=80×1×2.8×1.35=302.4吨
式中：
W---工作面正规循环生产能力，t。
L---工作面平均长度，m。
S---工作面循环进尺，m。
H---工作面设计采高（按煤厚），m。
R---煤的容量，t/m。
第三节设备配置
1、工作面采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量。
设备配备情况表：
序号
设备、工具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
综保
BZZ-2.5
台
1
2
开关
QC83-60
台
1
3
矿车
U-0.75
辆
21
4
皮带机
台
1
5
刮板运输机
SGD-320/30型
台
4
6
π型梁
HDJA-2400
根
234
10%备用
7
单体液压柱
DW28-250/100X
棵
915
10%备用
2、工作面为人工手镐落煤。
第三章顶板管理
第一节支护设计
矿压参数表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶板厚度
m
2.5～4.8
老顶厚度
m
6-10
直接底厚度
m
1.5～2
2
直接顶初次垮落步距
m
1-2
3
初
次
来
压
来压步距
m
1.0
最大平距支护强度
KN/㎡
最大平均顶板移近量
mm
来压显现程度
4
周
期
来
压
来压步距
m
5-8
最大平均支护强度
KN/㎡
最大平均顶板移近量
mm
来压显现承度
5
平时
最大平均支护强度
KN/㎡
539
最大平均顶板移近量
mm
6
直接顶悬顶情况
m
不存在悬顶
7
底板容许比
Mpa
8
直接顶类型
1a（类中a亚类）
9
老顶级别
1级
10
巷道超前影响范围
m
5-20
支架观测情况统计表
工作面实际条件
支架参数
采高（m）
2.8
倾角（°）
1～5º
煤厚（m）
2.8
硬度（f）
0.29
支护强度（KN/㎡）
底板比压（KN/㎡）
顶板类（级）别
1a（类中a亚类）
支柱阻力影响系数表
项目
液压支柱
微增阻支柱
急增阻支柱
木支柱
工作系数
0.99
0.91
0.5
0.5
增阻系数K2
0.95
0.85
0.7
0.7
不均匀系数Kh
0.9
0.8
0.7
0.7
采高系数Kh
＜1.4m
1.5-2.2m
1.5-2.2m
＞2.2m
1.0
0.95
0.95
0.9
倾角系数Ka
＜10°
11°-25°
26°-45°
＞45°
1.0
0.95
0.9
0.85
1.工作面的支护设计、可采用以下方法：
合理支护强度的计算
（1）、采用经验公式计算：
Pt=8×9.81×h×r=549.36（KN/㎡）
式中
Pt------工作面合理支护强度（KN/㎡）
h------采高（煤厚）2.8m
r------顶板岩石容量（t/m³），一般可取2.5
（2）选取“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度。
选取上述两项中最大值（KN/㎡），即为工作面合理支护强度。
因条件限制未作矿压观测，预计最大平均支护强度为549.36+549.36×10%=604.3（KN/㎡）
（3）支柱实际支撑能力计算
Rt=kg×kz×kb×ka×Rt=0.91×0.85×0.8×0.95×0.9×0.9×294=139.993（kn）
公式中
Rt-----支柱额定工作阻力，（Kn）
k-----支柱阻力影响系数，可以从支柱阻力影响系数表中查得。
（4）工作面合理的支护密度，确定排距为1.0m、柱距为0.3m。
（5）工作面合理支护密度的计算：
n=Pt/Rt=539/139.993=3.85（根/㎡）
（6）控顶距
3-4排控顶，排距为1.0米，柱子间距为0.3米（中对中），最大控顶距3.6米，最小控顶距2.4米，放顶步距为1.0米。
2、乳化液泵站
液压管路：
泵站→二采区运煤上山→120904机运巷→工作面
泵站及管理要求
（1）泵站设备的维修管理措施质量要求及管理制度由机电人员负责制定实施。
（2）泵站司机严格执行操作规程及交接班制度，必须认真填写乳化泵运转检查记录。
（3）泵站周围不得有积水、积物、必须保持清洁干净。
（4）油箱必须有过滤网，正常情况下，油箱必须盖好。
（5）泵箱的自动给液装置配备齐全完好，严禁开空泵、漫油箱。
（6）开泵前，检查泵站和液压系统各部件，达不到完好标准不准开泵。
（7）注液枪及管线每班明确专人管理维护，管线吊挂整齐，注液枪使用后，应悬挂在人行道两侧，不得放在地上。
（8）液压管路无跑、冒、滴、漏现象，密封圈和管线损坏后及时更坏。
（9）泵压由机修工机电副矿长调定，其它人员不得调整，正常情况下，只准开一台泵，另一台备用，若有损坏及时修复。
（10）更换液压管和液压管密封，应停泵或关闭阀门。
第二节工作面顶板管理
1、工作面回采时顶板管理方式
（1）依据悬臂梁支架要求，顶梁应为截深的整倍数，或一致，故采用HDJA-2400型π型顶梁与DW3.15-280/100X型单体液压柱配套。
（2）煤壁打好贴帮柱，柱距600mm。
（3）工作面采用错梁齐柱支护，每根π型钢梁必须采用一梁三柱支护，相邻两根梁之间的间距为300mm。
工作面推进方式为错梁齐柱，交替迈步。
工作面初采、初次来压、周期来压以及工作面过破碎带时，必须将顶梁之间的柱距缩减至200mm，同时采用将工作面控顶距缩小为最小控顶距2.4米，主副梁不交替迈步，齐梁齐柱支护。
（4）工作面支柱密集时，必须每隔5米设置一个人行通道，以做便于人员通过及作业。
（5）因C9煤层属于三软煤层，必须采取工作面顶、帮和采空区背帮护顶措施，防止工作面漏顶和片帮、窜矸事故的发生。
A.工作面护顶措施：
工作面顶板必须在顶梁上每隔300mm布设一根小板，小板长度必须超过两根钢梁的横向长度，小板上再用篾笆背严背实。
B.工作面护煤帮措施：
采煤时，每个正规循环作业必须严格执行1米的推进度，严禁超挖欠挖，必须挖1米支1米背顶1米。
背帮背顶必须严实，背帮必须采用小板加篾笆的方式进行。
篾笆必须全覆盖煤壁。
严禁工作面煤壁出现0.1米以上的空间。
C.采空区档矸措施：
除正常的钢梁支柱外，每组钢梁之间必须加打一根密柱。
柱子背后必须用篾笆档矸，篾笆设置高度必须高于采空
区矸石跨落高度，严禁采空区矸石窜入通道。
（6）采高：
工作面采高禁止超过2.8米。
2、工作面正常回采时特殊支护方式
（1）顶板破碎，煤壁片帮严重时，采用加大接顶木密度和用单体液压支柱倾斜支撑煤壁，以及竹篱笆和背板控制片帮，确保安全生产。
（2）采空区侧有悬顶时，在放顶排每隔一柱打一根斜向老塘的戗柱，防止悬顶垮落时推垮支架。
3、各工序之间并行操作顺序和安全距离，回柱放顶的方法，放顶区内支柱（架），特殊支护等的回撤方式。
（1）回柱放顶采用手摇回柱器进行，顶板采用自然垮落放顶。
（2）回撤特殊支护时，先用木柱打上替换柱再进行回撤。
（3）回柱放顶与其它工序并行操作的安全距离不低于15米。
4、特殊情况下的顶板管理方式和要求。
包括顶底板变化、地质构造、应力集中区等特殊地段以及其它因素时的顶板管理方法、要求。
（1）来压前的顶板管理
工作面直接顶、老顶来压前加强工作面的支护、每5米支设一木垛，每3米支设一戗棚，适当加密稀柱及贴帮柱柱距，若存在片帮现象要有撑木和背板。
（2）工作面过顶板破碎带的管理
工作面遇顶板破碎带时，采用预先掏梁窝、挂顶梁背顶板方式通过。
（3）工作面过断层的管理
工作面遇断层时，根据断层落差大小采用挑顶或卧底的方式通过，若断层落差较大用挑顶或卧底不易通过时，采用重开切眼的方式通过。
（4）工作面收尾的管理
工作面采到停采线时，因工作面沿走向布置，由里向外进行回撤工作面的支柱和设备。
5、工作面回采后，根据以往的经验，采空区顶板一般会自然垮落，不需要采取强制放顶。
若需要强制放顶，必须重新制订安全技术措施。
6、工作面从煤帮起必须严格按以下要求使用防倒柱绳：
防倒柱绳使用Ø10mm钢绳30米一根制作而成；
防倒柱绳从单体柱顶端（柱帽）下不超过20公分的区域环绕一圈再拉至同一排柱子下一根再环绕一圈，依此类推，直到一根防倒柱绳使用完毕。
防倒柱绳的首端和尾端必须使用合适的钢绳卡卡住，防止绳头滑落；
从工作面煤壁向采空数起，第一、第二和第三排支柱必须使用防倒柱绳。
第三节顺槽及端头顶板管理
1、顺槽超前支护的方式、距离。
运输顺槽的超前支护必须保证超前工作面20米，超前支护采用2.4米π型梁和单体液压支柱配合使用，一梁三柱双排走向棚子进行支护，上下顺槽净高度不低于1.8m。
2、端头特殊支护方式、支护质量要求以及其它工序之间的衔接关系。
上、下出口端头支护采用“四对八梁”支护，梁头采用3.2mπ型梁。
梁与梁距离0.2m，每对间距0.4m，每棵梁下柱子排距1.0m。
上、下出口“四对八梁”最外一对梁头与溜子机头、机尾平齐。
支护形式及质量要求：
随时保证支架完好，断面足够。
3、各类材料的正常使用数量、规格；各类备用支护材料的数量、规格存放地点、管理方法。
DW3.15-280/100X正常使用量为1114棵，备用111棵；2.4mπ型量正常使用量274根，备用27根，支护所用的材料运到工作地点后要整齐码放在距工作面10米外的机巷内顶板完好的地方，不得影响行人和运输；换下的支柱，靠煤壁或切顶柱竖立摆放，不得摆放在工作面的溜子道或是人行道内。
4、工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）见附图
第四节矿压观测
1、观测内容：
日常支柱（架）支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析等。
2、加强矿压观测，成立矿压观测小组，组长赵彦会，成员：
杨立稳、刘光胜、刘友保、技术科及各班小组长。
（1）观测小组必须做到以下要求：
（2）要求人员组织到为，培训到位，观测仪器落实到位。
（3）矿压观测人员每班测出的资料，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、矿长汇报，采取应急措施。
（4）观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补打，否则不准作业。
观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱架设不合理，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向矿长和调度室汇报。
第四章生产系统
第一节运输系统
1、运输装载、装载方式、选择运输设备。
工作面的煤采用刮板输送机运输，运输顺槽用一台刮板运输机加2台皮带机运至煤仓。
2、运输设备的安装位置、固定方式、推移方式。
采面安装1台40溜子，12904机巷安装1台30溜子加一台皮带机；刮板输送机机尾采用压柱固定；工作面刮板输送机采用液压支柱进行推移。
3、运煤路线和辅助运输路线。
运煤路线：
工作面→120904机运巷→二采区运煤上山→溜煤眼→1910水平运输大巷→主斜井→地面。
辅助运输路线：
地面→平硐→暗斜井→二采区回风巷→120904机运巷→工作面
附：
运输系统图
第二节通风系统
一、工作面实际需要风量的计算，取其最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要风量。
（1）按瓦斯涌出量计算
Q采=100QCH4采K采通
式中
Q采—采煤工作面实际需要的风量，m³/min；
100—单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超1%的换算值（进风巷有瓦斯时应减去后再换算）；
QCH4采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m³/min，其值按煤层瓦斯含量计算得出，或按矿井实际数据取值，此处取QCH4采=4.24m³/min；
K采通—采煤工作面因瓦斯或二氧化碳涌出的不均匀等备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。
可根据实际测定数据计算确定（生产正常时连续一个月的观测，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）；也可按经验选取，机采工作面一般取1.2-1.6,炮采工作面一般取1.4-2.0,水采工作面一般大于2.0；此处取K采通=1.4。
Q采=100QCH4采K采通=100×4.24×1.4=593.6m³/min
（2）按二氧化碳涌出量计算
Q采=67QCO2采K采通
式中
Q采—采煤工作面实际需要的风量，m³/min；
67—单位二氧化碳涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度不超1.5%的换算值（进风巷有二氧化碳时应减去后再换算）；
QCO2采—采煤工作面二氧化碳绝对涌出量，m³/min，其值按煤层二氧化碳含量计算得出，或按矿井实际数据取值，此处取QCO2采=0.79m³/min；
K采通—采煤工作面因瓦斯或二氧化碳涌出的不均匀等备用风量系数，此处取K采通=1.4。
Q采=67QCO2采K采通=67×0.79×1.4=74.102m³/min
（3）按工作面温度计算
Q采=60V采S采K采
式中
Q采—采煤工作面实际需要风量，m³/min；
60—时间的分钟和秒的换算系数；
V采—采煤工作面适宜风速（m/s），依据采煤工作面进风流气温（预测出）参照表1-1选取；此处取V采=1.0；
S采—采煤工作面平均断面积，㎡，按最大和最小控顶距的平均值与采高相乘的有效面积（70%）计算；此处取S采=5.67；
K采—采煤工作面温度与风速对应调整、采煤工作面长度、采高及综放工作
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