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13111采面作业规程

13111工作面作业规程

一、采面位置、走向及倾斜长度

13111工作面北为未掘进的13121工作面，南为未掘进的13101工作面，东临石淙一矿采空区，西接–110运输大巷。

对应地表为双庙村。

地面标高为+304.6~345.0m，工作面标高–79.4~+92.9m。

该工作面沿煤层倾向布置，倾斜长758.5~766.5m，平均762.5m，走向宽126.8m。

二、采面地质及水文地质说明

1、煤层赋存情况

（1）、该工作面为二1煤层，煤呈灰黑色，粉末状、半亮型。

由于受地质构造影响，煤层厚度变化较大，属不稳定煤层。

煤层最小厚度0.8m，最大厚度9.0m，平均4.5m。

该面煤层赋存不稳定，煤厚两极值变化大，且靠近材料巷运9点向里20m至31m附近及皮带巷新材4点向外16m至向里2m附近发育两个薄煤带。

受构造的影响，该面煤层厚度分布有一定的规律性：

A、工作面中上部比中下部煤层厚；B、由于受滑动构造的影响，正断层的上盘煤厚值比下盘的大，且背斜轴部附近煤层相对较薄。

工作面煤层结构复杂，煤层倾角6.6~22.6度，平均13度。

本面煤工业牌号为贫煤，由于受滑动构造带的影响较大，煤层顶板较破碎，除靠近运1点至运7点附近保留部分原生顶板外，工作面内大部分为滑动构造带直接压煤。

在靠近切巷切2点向北8m至24m附近，煤层底部发育一层0~1.5m的夹矸，回采时会增加外在灰分，因此在回采过程中一定要加强煤质管理，减少含矸率，降低灰分。

（2）、煤层顶底板岩性

原生顶板：

细砂岩，厚0~9.21m，平均3m。

构造顶板：

断层角砾岩及断层泥，厚0~10.7m，平均6.5m。

直接底:

砂质泥岩，厚7.5~10.5m，平均8.74m。

老底：

L8灰岩，厚2~3.7m，平均2.98m。

（3）、地质构造

从13111工作面掘进情况看，该面地质条件较复杂，断层褶曲比较发育，底板起伏变化大，煤层厚度变化大。

褶曲轴向主要为近东西，除F85正断层走向近南北，F101正断层走向近东西，F103正断层走向近北西向，断层走向大多近北东向。

由于受滑动构造影响，煤层顶板比较破碎，起伏变化快，除靠近材料巷运1点至运7点附近保留部分破碎细砂岩原生顶板外，工作面内大部分为滑动构造带直接压煤，岩性以断层角砾岩为主。

本面实揭断层及主要褶曲祥见下表。

构造名称

走向

倾向

倾角

性质

落差

对回采的影响程度

F57断层

300

3000

750

正断层

0~3.0

位于停采线以外，影响不大。

F61断层

210

2910

700

正断层

0~5.0

位于停采线以外，影响不大。

F77断层

200

2900

600

正断层

0~1.0

打底

F82断层

400

3100

600

正断层

0~1.0

打底

F83断层

400

3100

600

正断层

0~1.0

打底

F84断层

550

3250

600

逆断层

0~1.5

丢底煤

F92断层

730

3430

500

正断层

0~1.0

丢底煤

F93断层

800

3500

550

正断层

0~2.0

丢底煤

F97断层

430

1330

600

正断层

0~1.2

丢底煤

F99断层

450

3150

450

正断层

0~1.0

丢底煤

F100断层

500

3200

500

正断层

0~1.5

丢底煤

F101断层

1550

1650

500

正断层

0~1.5

打底

F102断层

450

3150

500

正断层

0~1.0

打底

F103断层

450

3150

500

正断层

0~2.0

丢底

构造名称

轴向

性质

两翼产状

对回采的影响程度

褶曲Ⅰ

向斜

东翼：

2700∠130

西翼：

900∠240

位于停采线以外，无影响。

褶曲Ⅱ

920

背斜

南翼：

2620∠9.50

北翼：

3000∠9.50

丢底煤

褶曲Ⅲ

向斜

东翼：

2700∠180

西翼：

900∠40

丢底煤

附：

煤层顶底板综合柱状图

2、水文及瓦斯地质

在该面掘进过程中，上、下付巷局部地段出现顶板淋水现象，目前仍在淋水，说明该工作面大部分二1煤层顶板裂隙发育，含水较丰富，且未能得到有效疏放。

因此在回采过程中，随着顶板的跨落，还会出现顶板淋水、漏水现象，预计顶板正常涌水量为20m3/h，最大涌水量为40m3/h，对生产会产生一定的影响。

该面切巷东帮向东56m为石淙一矿采空区，虽然–110水平疏水巷通过L7、8灰岩导水通道对石淙一矿老空区进行了一定的疏放，但其最低水位低于+104m标高与否不能确定，工作面回采初期仍受其威胁。

在该面掘进过程中，上下付巷均有3处出现底板出水，水量在0.1~0.5m3/h之间，说明工作面中上部二1煤层底板之下L7、8灰岩裂隙发育，含水较丰富，水文地质条件较为复杂。

虽然–110水平Ⅰ号底板疏水巷已对L7、8灰进行了一定程度的疏放，但水压仍然很高，回采时地应力平衡被打破，地应力重新分布，二1煤层底板隔水层在水头压力与地应力作用下完整性被破坏，可能导致产生一些新的导水裂隙，使得导水裂隙连通性增强，降低底板隔水能力，回采时仍有出水的可能性。

因此，在工作面回采期间，必须制定切实有效的防治水措施，确保回采安全。

本面最大涌水量为1.0m3/min，正常涌水量为0.5m3/min。

本面除下部瓦斯含量小于2m3/吨*燃外，全区瓦斯含量大部分大于2~5m3/吨*燃，瓦斯含量较高，回采时应加强通风和瓦斯管理工作。

二1煤层煤尘爆炸性指数为14.83%，应注意加强防尘工作。

本面煤层具有自燃的可能性。

3、矿压资料

根据邻近采面13091矿压观测资料，直接顶初次垮落步距5~8m，老顶初次来压步距15~18m，周期来压步距5~8m，底板比压为6Mpa，工作面支柱载荷平均值6~12t/根，均方差2~3。

4、储量

该工作面走向长度126.8m，可采倾斜长660.5~668.5m，平均664.5m，可采斜面积85056m2，平均煤厚4.5m，工业储量51.187万吨，可采储量43.509万吨。

三、采面巷道布置

1、运输系统（见系统图）

（1）、运煤系统

工作面采出的煤由工作面运输机→13111运输巷溜子→转载机→13111运输巷皮带→溜煤眼→–110运输大巷→卸载坑→主井皮带上山→主井→地面。

（2）、运料系统

平地料场→付井→井底车场→–110运输大巷→13111下车场→13111运料巷→工作面。

2、通风系统（见系统图）

（1）、新鲜风流→副井→–110运输大巷→13111下车场→13111运料巷→工作面。

另：

在–110运输大巷经溜煤眼下500～600mm钢管，向13111运输巷皮带机头向里一段巷道供风。

（2）、乏风流→工作面→13111运输巷→13111上车场→回风联眼→–100回风大巷→风井→地面。

（3）、工作面配风

A、按采面同时工作最多人数计算

Q人=4N=4×88=352（m3/min）

式中：

4—以人为单位的供风标准m3/min

N—工作面同时工作的最多人数，按88人计算。

B、按最大风速计算

Q速=V×S=4×60×（3.4+2.4）/2×2=696（m3/min）

式中：

V—工作面最大风速取4m/s

S—巷道断面积m2

C、按最大药量计算

Q药=25A=25×（2×0.15+4×0.30）=67.5（m3/min）

式中：

A—采面一次放炮的最大炸药消耗量Kg

D、按良好的气候条件计算

Q良=60Vmb=60×0.7×2×（3.4+2.4）/2=243.6（m3/min）

式中：

V—工作面适宜风速取0.7m/s

m—工作面采高取2m

b—工作面平均控顶距（3.4+2.4）/2m

E、按瓦斯涌出量计算

QE=Q沼×K/c=6×1.2/0.01=720（m3/min）

式中：

Q沼—瓦斯绝对涌出量，平均（8-2）m3/min

K—瓦斯涌出不均衡系数，取1.2

C—工作面瓦斯最高允许浓度，取0.01

说明：

工作面前200米瓦斯绝对涌出量为6m3/min，开始抽放瓦斯后，可以排放2m3/min的瓦斯，因此工作面配风720m3/min，足以满足生产需要。

取以上五项中最大值为该面的风量，则

Q=QE=720（m3/min）

F、风速验算

V=Q/S=720/（4.8×60）=2.6（m/s）

经验算，风速符合《煤矿安全规程》要求，所以，工作面风量暂定为720m3/min。

3、供电系统（见系统图）

由3#采区变电所敷设五条660V供电线路，一条至运料巷下车场供给乳化液泵站；一条至运料巷供给各运料绞车、工作面机尾电机及煤电钻等；一条至运输巷供给皮带及张紧绞车；一条至运输巷供给转载机、工作面机头电机及煤电钻等；一条至运输巷供给两部刮板运输机。

附：

电器设备配备表

4、机械设备配备

附：

机械设备配备表

5、洒水降尘及防火系统（见系统图）

平地静压水→付井→中央泵房→–110运输大巷→13111上（下）车场→13111运料（输）巷→运料（输）巷各洒水点及水幕。

电器设备配备表

电器设备名称

型号

规格

台数

用途

低压隔爆馈电开关

DW80-350

660V

各分路开关

低压隔爆馈电开关

DW80-200

660V

各分路开关

隔爆真空磁力起动器

QBZ-200

660V

工作面运输机

隔爆真空磁力起动器

BQD5-120HR

660V

泵站皮带转载机

隔爆磁力起动器

QC83-80N

660V

运料张紧绞车

煤电钻综合保护

BZZ-4

127V

工作面打眼

信、照保护

BZX-4

127V

信号、照明

四、采煤方法及回采工艺

1、采煤方法

本工作面采用倾斜长壁炮采放顶煤回采，全部垮落法管理顶板。

2、回采工艺

工艺：

破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理、放顶煤。

流程：

打眼、放炮、移主梁、攉煤、移付梁、放顶煤、移溜。

（一）、煤的破落

采用爆破落煤。

附：

炮眼布置图

其它参数及要求详见爆破说明书

工作面机械设备配备表

机械设备名称

型号

规格

台数

工作地点

可弯曲刮板运输机

SGW―150

2×75KW

工作面

可伸缩胶带运输机

SZQ―80

2×40KW

运输巷

可弯曲刮板运输机

SGW―40

40KW

运输巷

桥式转载机

SZQ―40

40KW

运输巷

运料绞车

JD―11.4

11.4KW

运料运输巷

皮带张紧绞车

JD―7.5

7.5KW

运输巷

乳化液泵站

XRB2B

37KW

下车场

煤电钻

MZ―1.2

1.2KW

材、运巷

13111工作面爆破说明书

1、炮眼布置参数：

眼深1.2m，腰眼眼距2.4m，底眼眼距1.2m，腰眼距顶板0.8m，底眼距底板0.4m，垂直眼距0.8m，底眼下扎角10~15度，炮眼与煤层的夹角为75~80度。

2、装药量：

腰眼装150g（一卷药），底眼装300g（二卷药）。

3、使用机械设备与爆破材料：

工作面使用1.2KW煤电钻打眼，用MFB—100型起爆器，煤矿许用安全乳化炸药，采用合格的1~5段煤矿许用毫秒电雷管，总延期时间不超过130毫秒。

4、毫秒雷管秒量与段别标志：

段别

秒量（ms）

25±12.5

50±12.5

75±12.5

100±12.5

脚线标志

灰红

灰黄

灰兰

灰白

绿红

5、联线方式：

串联。

6、起爆长度：

根据工作面情况一般不超过5m。

7、起爆顺序：

腰眼2~5段，底眼1~4段，依次起爆。

见联线方式图：

8、放炮安全技术措施：

（1）、毫秒爆破必须采用串联，不得采用并联或混联，爆破前采用导通表检查爆破网络导通情况。

（2）、使用良好的起爆器，并定期检查参数和更换电池，保证有足够的起爆能力，工作面必须使用一台起爆器放炮，严禁在一个工作面使用两台起爆器同时进行爆破。

（3）、装药时，雷管必须按设计要求的起爆顺序装，不得装错，装好的炮眼雷管脚线要短路拧好。

（4）、在顶板破碎地段，由放炮员、班长和跟班队长视情况适当减少一次起爆长度、减少装药量或不放腰炮。

（5）、工作面出现瞎炮时，按《煤矿安全规程》第342条规定进行处理。

（6）、加强工作面瓦斯管理与检查，严格执行“一炮三检”放炮制，不符合《煤矿安全规程》要求时，不得装药放炮。

（7）、执行开溜放炮，防止放炮压死溜子。

（8）、放炮前要对采面工程进行检查，并对支柱进行二次注液，确保安全后，方可放炮。

工作面每对棚不够5根柱时不准放炮。

（9）、放炮后必须维护支架，支架完整后才能放下一茬炮。

（10）、在顶板破碎、压力大、煤墙片帮严重地段，必须先拔主梁护顶后再进行放炮，尽可能减少空顶时间。

（11）、放炮撤人距离不低于30m。

（12）、工作面装药要坚持分次装药，分次放炮。

（13）、说明书未规定的按《煤矿安全规程》有关条款执行。

附：

工作面放炮装药量表

（二）、煤的装载

爆破自装一部分煤外，主要是人工装煤。

（三）、煤的运输

工作面采用一部SGW—150型可弯曲刮板运输机，其运输能力为250t/h。

工作面运输巷采用两部SGW—80型可弯曲刮板运输机，其运输能力为250t/h。

运输机搭接一部SZQ—40型桥式转载机，其运输能力为400t/h。

转载机搭接一部SD—800型可伸缩胶带运输机，其运输能力为400t/h。

按工作面最高峰出煤量计算：

Q=4.5×126×1.35×90%/3=230（t/h）

总运输能力按机械设备的最小运输能力计算为250t/h，满足采面运输要求。

（四）、采场支护

①、采面顶板控制设计

13111工作面放炮装药量表

炮眼名称

眼深（m）

眼距（m）

长度（m）

药量（Kg）

眼数（个）

总药量（Kg）

上出口

腰眼

1.2

2.4

3.0

0.15

底眼

1.2

3.0

0.30

下出口

腰眼

1.2

2.4

3.0

0.15

底眼

1.2

3.0

0.30

开帮眼

腰眼

1.2

2.4

120

0.15

7.5

底眼

1.2

120

0.30

100

循环药量

38.4Kg/循环

注：

炮眼药量要根据工作面顶底板、煤质及地质构造情况由当班队长或经研究后适当增减，局部煤质较硬时也可适当增加腰眼个数。

13111工作面顶板控制设计

一、煤层顶底板

1、煤层顶底板岩性

构造顶板：

断层角砾岩及断层泥，厚0-10.7m，平均厚6.5m。

原生顶板：

细砂岩，厚0-9.21m，平均厚3m。

f=2.5，容重2.5t/m3。

直接底：

砂质泥岩，厚7.5-10.5m，平均厚8.74m，f=2.5，容重2.5t/m3。

老底：

L8灰岩，厚2-3.7m，平均厚2.98m。

2、顶底板分类

直接顶为砂质泥岩，初次垮落步距为5~8m,属Ⅰ类不稳定顶板，老顶初次来压步距15~18m，周期来压步距5~8m，直接顶厚与采高之比值N=3.0/2=1.5，根据13091工作面矿压观测，老顶来压不明显，属较稳定顶板，本工作面沿底回采，底板比压为6Mpa，属Ⅱ类松软底板。

3、顶板结构

本工作面顶板结构为：

煤—伪顶—直接顶—老顶。

二、采场控制设计

本工作面顶板控制设计从“支”、“护”、“稳”三个方面考虑。

即采场支架对顶板应能支得起、护得好、稳得住。

1、“支”

“支”就是要求支架在其工作过程中，能够支撑住顶板所施加的压力，由于本工作面直接顶及老顶均较薄，老塘放顶后即可充满，老顶来压不明显，可利用平均值加两倍均方差及经验公式法确定本工作面的支护强度。

（1）、利用平均值加两倍均方差计算工作面的支护强度

P1=（q+2sp2）×n=[（6～12）+（2～3）]×2.45

=（10~18）×2.45=24.5~44.1（t/m2）

式中：

P1—支架支护强度t/m2

q—工作面支柱载荷平均值6~12t/根

n—工作面最大支护密度2.45根/m2

sp2—均方差2~3

这种方法的概念就是所有的观测数据满足90%的概率要求，通过分析计算，基本上考虑了来压期间支护强度问题。

（2）、按经验公式计算

P2=（6~8）×h×γ=（6~8）×2×2.5=30~40（根/m2）

式中：

P2—支架支护强度t/m2

h—工作面采高2.0m

γ—煤岩平均容重取2.5t/m3

（3）、按支架全部承担直接顶和老顶全部重量，合理的支护强度为

P3=M1γ1+M2γ2=7×1.35+10.7×2.5=36（t/m2）

式中：

P3——支架支护强度t/m2

M1——顶煤最大厚度7m

γ1——煤层容重1.35t/m3

M2——直接顶和老顶最大厚度10.07m

γ2——岩层容重2.5t/m3

取以上三个时期的最大支护强度，则合理的支护强度为

P=P1=44.1（t/m2）

（4）、支护密度计算

n1=P/F=44.1/30×0.8=1.84（根/m2）

式中：

F——单体柱工作阻力的80%

根据支护强度与支护工艺要求，确定排距L排=1.0m。

验证工作面棚距0.6m，最大控顶距时的支护密度

n=5/0.6×3.4=2.45（根/m2）

则n>n1，确定工作面棚（柱）距为0.6m。

2、“护”

“护”包括两方面，“护顶”和“护底”。

（1）、“护顶”

护顶要求所选柱距保证不因荆笆和椽子的强度不足，而引起频繁的局部冒顶，荆笆和椽子的强度应能托住两棚间松散岩体的重量，根据理论计算和供应的材质，选0.6m棚距对棚架设，使用荆笆质量必须可靠，做到强度高、编织密度大，不得出现露煤现象，另外，椽子直径不得小于40～50mm，长度1～1.2m,打顶时做到荆笆搭接合理，椽子摆放均匀，每米按5根摆放，不得有露顶现象。

（2）、“护底”

采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底，因此要求支柱对底板的压强小于底板比压，否则要穿鞋，根据13091工作面资料，鞋的直径（圆铁鞋）为：

φ≥200×（P0/πq）1/2=200×[24/（3.14×6）]1/2

=226（mm）

式中：

φ——铁鞋直径mm

P0——液压支柱工作阻力的80%

q——工作面底板比压6Mpa

本面采用φ=300mm的铁鞋即满足护底的要求。

若工作面局部不沿底，为保证初撑力，要求该段柱下站道木或大木鞋。

3、“稳”

“稳”就是要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力，一旦顶板沿层面方向运动，支架能抵抗住，不至于被推倒，为防止复合顶板推垮型冒顶事故的发生，必须提高支柱的初撑力。

按复合顶板的受力状态，算出防止游离岩块下滑时所需的初撑力。

P初=h×γ×（cosα+1/f×sinα）/n

=3×2.5（cos22.6+1/0.5×sin22.6）/2.45

=3×2.5（0.923+0.768）/2.45

=5.18（t/根）=51（KN/根）

式中：

P初——支柱初撑力t/根

h——工作面直接顶平均厚度3.0m

γ——直接顶岩层容重取2.5t/m3

f——煤岩层间磨擦系数0.5

n——工作面支护密度根2.45根/m2

α——煤层倾角，取度22.6度

工作面支柱初撑力必须保持在51KN以上，结合集团公司文件要求（55KN以上），故工作面支柱初撑力必须保持在55KN以上，方能防止推垮型冒顶事故。

根据以上计算结果，选定本工作面的支护方式为：

π型钢梁配合单体液压支柱支护，最大控顶距为3.4m,最小控顶距为2.4m，棚距0.6m，放煤步距1m。

②、采面支护

根据采场支护设计的要求，本工作面采用DZ—22型单体液压支柱配2.4mπ型钢梁对棚支护，其支护形式为π型钢梁大垮度矩形断面支护，每对棚5根柱，即主梁一梁三柱，付梁一梁二柱，棚距（中—中）0.6m，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，支柱支在梁端头，柱中距梁端保持0.2m，便于采煤、放顶煤及运输机管理，中排巷柱穿铁鞋，支柱初撑力达到55KN，支柱迎山角2～3度，迎山距7～11cm。

工作面上安全出口支护

上安全出口长3m，宽1m，高2.0m，采用6对12根4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱成对使用，每对棚棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，工作面运输机机头与运输巷搭接处，运输巷下帮要架设一对4mπ型钢梁抬住运输巷下帮梁头，随工作面推进。

工作面下安全出口支护

下安全出口长3m,宽1m，高2.0m，采用6对12根4mπ型钢梁配合单体液压支柱支护，一梁三柱成对使用，每对棚棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN，工作面运输机机尾与运料巷搭接处，运料巷上帮要架设一对4mπ型钢梁抬住运料巷上帮梁头，随工作面推进。

工作面上下付巷超前支护

使用HDJZ—1000型金属铰接顶梁配合单体液压支柱支护，保持一梁一柱一平销，柱下穿铁鞋，超前支护长度不得少于20m，距煤壁20m范围内均打双排柱，高度不低于1.6m，行人道宽度不少于0.7m，支柱初撑力≥50KN。

附：

工作面支架布置图

（五）、采空区处理

采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，放顶步距1m。

当工作面采通后即可把付梁前移进行放顶，放顶时应由下向上逐棚进行。

作业前应先检查安全情况，发现问题及时处理，然后清理好退路，在保证安全的情况下进行拔梁放顶工作。

作业时付梁要有中间柱，然后把舍帮柱回出，站在煤墙进行卸柱拔梁，最后将移好的梁进行支护，使其与开帮采煤时所架的主梁靠在一起，形成对子棚，并把舍帮用荆笆、椽子挡好门，不准矸石、顶煤流出。

（六）、放顶煤

放煤前要对放煤段支架进行检查、注液，确认安全后方可放煤。

采面放煤采用分段间隔多轮次由上向下顺序进行，放煤步距1m,放煤口的位置在溜子以上0.3~0.5m之间，规格为0.3×0.3m2，放煤口间距1.2m。

每排巷可开4~5个放煤口，放煤段之间保持15~20m，每轮放出煤量的三分之一，三轮将顶煤放完，直至顶板均衡下落。

放煤时严禁在支架顶部或高位放煤，当有大块煤、矸堵住放煤口不能正常放煤时，可用钢钎、锤打碎，打不碎时，可废弃此口，在附近另开放煤口，进行放煤，严禁爆破放煤。

煤炭放净见矸后，及时用荆笆、椽子堵住放煤口，放煤后要对受矿压影响的支架进行处理，清除棚梁歪旋、支柱迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。

（七）、清煤移溜

采面顶煤放完后，开始清理浮煤，将浮煤清净，采高保持在1.9~2.1m之间，然后用推溜器移溜。

移溜前必须拉线，移溜时应从上到下或自下而上推，不得从两头往中间推，移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。

3、采面循环组织

本工作面采用“边采边放”的组织形式，实行“三八

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