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23661回采作业规程

编号：

磨采［2014］1号

白山坪矿业有限公司磨田煤矿

采煤工作面作业规程

工作面名称：

2366

（1）工作面

批准日期：

年月日

执行日期：

年月日

会审人员签字

会审单位

签名

日期

会审结论

编制

梁健

2014.3.28

地质

测量

通风

机电

安监

劳资

分管副矿长

机电副矿长

安全副矿长

副总工程师

矿总工程师

矿长

第一章编写依据1

第一节批准的本《采区设计》技术文件1

第二节地质说明书1

第三节作业规程业务联系单1

第二章概况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2

第四节地质构造2

第五节水文地质2

第六节影响回采的其他因素2

第七节储量及服务年限3

第三章采煤方法3

第一节采煤方法及回采顺序3

第二节采煤工艺4

第三节设备配置5

第四章顶板控制6

第一节支护设计6

第二节工作面顶板控制7

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制8

第四节矿压观测9

第五章生产系统10

第一节运输10

第二节一通三防与安全监控10

第三节排水13

第四节供电13

第五节通信照明13

第六节供水14

第七节压风14

第六章劳动组织及作业循环15

第一节劳动组织15

第二节作业循环15

第三节主要技术经济指标16

第七章煤质管理16

第八章安全技术措施17

第一节一般规程17

第二节顶板19

第三节防治水24

第四节爆破24

第五节“一通三防”及安全监控25

第六节运输27

第七节机电28

第八节工作面现场作业安全准许确认制度28

第九节其他31

第九章灾害应急措施及避灾路线32

第十章采煤工种岗位责任制35

第一章编写依据

第一节批准的本《采区设计》技术文件

经白山坪矿业公司批准的白生技便[2011]179号《磨田煤矿23采区设计说明书》。

第二节地质说明书

经矿批准的《磨田煤矿2366

（1）工作面回采地质说明书》。

第三节作业规程业务联系单

经矿总工程师开具的《磨田煤矿2366

（1）工作面回采作业规程编制业务联系单》。

第二章概况

第一节工作面位置及井上下关系

本工作面位于23

（1）轨北翼，为23采区-300m水平。

工作面风巷底板标高-197.5m，溜子道标高-285.5m。

表1工作面位置及井上下关系表

水平采区

23采区

工作面名称

2366

（1）工作面

地面标高

+101.6m～+143m

井下标高

-197.5～-285.5m

地面相

对位置

地面位于82勘探线附近，地表主要为茶山，少量旱地和稻田。

回采对地面

设施的影响

本工作面回采对地面无大的影响

井下位置及与四邻关系

井下位于23采区-248～-300区段；上至2364

（1）运道，下至-2366

（1）溜子道；南起23

（1）轨-300石门，北至2366

（1）切眼。

上部2364（1F上）工作面尚未开采，其深部及其它周围尚未布置。

走向长度/m

312

倾斜长度/m

120

面积/m2

37440

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为6煤层，经2366

（1）工作面运道、溜子道、风巷及切眼等巷道揭露煤层分析，本工作面褶皱现象明显，煤层局部变薄。

煤层走向N23°～53°E，倾向S37°～67°E，倾角14～61°，平均倾角38°，预计煤层较坚硬，6煤呈黑色，以粉煤为主，具有玻璃金属光泽。

表2煤层情况表

煤层厚度/m

0.3～2.7

1.5

煤层结构

单斜

煤层倾角（°）

14～61°

38°

开采煤层

6煤

煤种

无烟煤

稳定程度

较稳定

走向（°）

N23～53°E

倾向（°）

S37～67ºE

硬度F

1.5～3

煤层情况

描述

所采煤层为6煤层，结构简单，成单斜构造，容重1.63t/m3

第三节煤层顶底板

表3煤层顶底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度/m

特征

基本顶

细砂岩

6.7

深灰色，薄-中厚层状，致密，坚硬，水平层理，以石英、长石为主，硅泥质胶结。

直接顶

粉砂岩

7.6

灰黑色，中-厚层状，微波层理，含铁结核。

伪顶

砂质泥岩

0.1～0.5

黑色，薄层状，随采随落。

直接底

细砂岩

4.4

深灰色，薄-中厚层状，水平层理，以石英、长石为主，磨圆度差，棱角状。

基本底

粉砂岩

5.1

灰黑色，薄层状，微波层理，含铁结核。

附图：

工作面地层综合柱状图（1:

200）。

第四节地质构造

根据勘探资料、23

（1）轨-300m石门、工作面运道、溜子道、风巷及切眼所揭露的情况进行综合分析，预计该工作面无大断层，但褶皱现象明显，局部有煤层变薄、坡度变陡。

对采煤有较大的影响。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

无含水层。

二、其他水源的分析

水文地质条件简单，正常情况下无水。

三、涌水量：

最大涌水量0.05m3/h；正常涌水量0.01m3/h。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他地质情况（表4）

表4影响回采的其他地质情况表

瓦斯

属瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量5.79m3/t；绝对瓦斯涌出量0.75m3/min。

CO2

低CO2矿井,绝对CO2涌出量为0.06m3/min

煤尘爆炸指数

无煤尘爆炸危险性

煤的自燃倾向性

不易自燃

地温危害

正常

冲击地压危害

正常

第七节储量及服务年限

一、储量

1、工作面工业储量：

40000t

2、工作面可采储量：

本工作面回采率参考值为95%，可采储量38000t。

二、工作面服务年限

工作面月推进度M=循环推进度×月循环个数×月循环率

=1.2m×22.5×85%=22.3m

工作面单月产量A=月推进度×工作面倾向长度×采高×煤的视密度

=22.3×120×1.5×1.63=6543t/月

工作面的服务年限=（可采推进长度/月推进度）/12（月）

=312/22.3/12＝1.2（年）

第三章采煤方法

第一节采煤方法及回采顺序

根据工作面煤层赋存状况及巷道布置情况，结合邻近工作面开采方法,及工作面实际情况，对2366

（1）工作面分为上、下两段进行联合开采，上段（-248m集中运输运道至风巷）采用正台阶采煤方法，下部（-248m集中运输运道至溜子道）采用走向壁式后退式采煤法，全部垮落法管理顶管。

一、采煤方法

正台阶采煤方法:

2366

（1）回采工作面上段采用正台阶采煤法，即将工作面沿倾向方向分成3个长为12--14m的台阶面，台阶面之间用伪倾斜巷（阶檐）相连。

阶檐长度4—8m，即上台阶面超前下台阶面4—7排，坡度25--28°。

采面沿走向方向每推进一个循环，台阶面下部缩采一个支柱；随着工作面的推进，最上一个台阶面逐渐缩短，最下一个台阶面逐渐增长，当最上一台阶面长度只有2--3米时停采，待相邻下台阶面推进至此，两台阶面合成一台阶面推进；当最下一台阶面超过14m时，再分出新的阶檐和台阶面，直到停采线止。

附图：

2366

（1）工作面工程平面图、剖面图（1:

1000、1:

500）。

二、回采顺序

从上往下，由北往南的顺序开采。

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

1、采煤工艺流程：

破煤→装（运）煤→支护→采空区处理。

2、破煤方式：

该工作面煤层中硬，落煤以炮采为主，风镐为辅。

①炮眼布置

工作面采用双排眼布置。

附图：

炮眼布置图（1:

50）。

②爆破说明书

项目

内容

顶目

内容

炮眼布置方式

双排眼

装药方式

正向

眼距

1.0m

连线方式

串连

眼深

1.2m

雷管

毫秒

炮眼距顶板

0.5m

起炮方式

MBF-1.5放炮器

炮眼距底板

0.3m

炮眼角度

75～80度

炮眼下倾角

10～15度

炮眼装药量

1.2kg/孔

班炮眼数

16个

班装药量

3.2KG

每循环眼数

80个

每循环装药量

16KG

每循环雷管数

80个

万吨炸药消耗

946KG

万吨雷管消耗

4734个

3、装运煤

工作面采用人工扒煤、搪瓷溜槽自溜；溜子道采用电溜子运送至斗口装车；再经ZK7-250/6型架线电机车经23

（1）轨-300m石门、-300m南大巷运至暗主井井底；再经暗主井JTB-1.6×1.5型提至暗主井-150m上部车场，再经ZK7-250/6型架线电机车运至主井底。

4、支护

（1）支护形式：

采用单体、铰接梁按“一梁一柱”配套支护顶板。

（2）支架型号：

参照邻近工作面支架使用情况，单体选用DE12、DE14、DE16、DE18、DE20、DE22系列单体；铰接梁规格:

长×宽×高＝1200mm×98mm×80mm

5、顶板管理方法

本工作面采用全部垮落法管理采空区。

工作面采用“见四回一”顶板管理方法，即工作面支柱达到四排时回收一排支柱，最大控顶距4.8m（最大有效作业空间为4.2m）,最小控顶距3.6m（最小有效作业空间3m）,放顶步距为1.2m。

工作面采用葫芦回柱。

二、工作面正规循环生产能力

W＝LShrc＝120×1.2×1.5×1.63×0.95＝334（t）

式中W——正规循环生产能力，t；L——工作面平均倾向长度，m；

S——正规循环推进长度，m；h——采高，m；

r——煤的视密度，t/m;c——工作面采出率，%。

第三节设备配置

工作面设备（采煤、支护、运输设备名称、型号、主要技术参数和数量）。

设备名称

型号

主要技术参数

数量

风煤钻

ZOS-25/1.9

工作气压0.5mpa，耗气量≤3.2L/min

回柱铰车

JH-8型

牵引力80KN，绳长80m，电机功率7.5KW，电压380/660V

矿车

U-1型固定式

容量1m3，载重2.25吨，轨距600mm，车轮直径300mm，牵引高度320mm

葫芦

牵引力49KN

提升绞车

JTB-1.6×1.5

绞车重量4200kg,破断拉力279KN,电机转速976r/min,电机功率132KW，电压380/660V

电溜子

17KW

溜槽

100

第四章顶板控制

第一节支护设计

一、单体支柱工作面的支护设计

采用类比法进行设计

1.参考本煤矿矿压观测资料，填制本工作矿压参数表（表6）。

表5同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

顶底板条件

直接顶厚度

基本顶厚度

直接底厚度

直接顶初次来压步距

初次来压

来压步距

最大平均支护强度

kN/m2

245

最大平均顶底板移近量

来压显现程度

明显

周期来压

来压步距

最大平均支护强度

kN/m2

220

最大平均顶底板移近量

来压显现程度

不明显

平时

最大平均支护强度

kN/m2

190

最大平均顶底板移近量

300

直接顶悬顶情况

底板容许比压

Mpa

直接顶类型

类

Ⅱ

基本顶级别

级

Ⅰ

巷道超前影响范围

2.合理支护强度计算。

（1）采用经验公式计算：

pt＝9.81hrk＝9.81*1.5*2.8*6=249kN/m2。

式中pt——工作面合理支护强度；h——采高，m；r——顶板岩石的密度，t/m2，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）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为245（kN/m2）。

选取上述两项中最大值265kN/m2，即为工作面合理支护强度。

3.支柱实际支撑能力计算：

Rt＝kgkzkbkhkaR

＝0.99×0.95×0.9×0.95×0.9×300＝217（kN）

式中Rt——支柱实际支撑能力，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

4.工作面合理的支柱密度计算：

n＝pt/Rt＝249/217＝1.15根/m2

5.根据合理支柱密度，排距为1.2m，则柱距为1/（1.2×1.15）=0.72m

本工作面柱距取700mm。

6.选择合理的控顶距。

采用“见四回一”的顶板管理方式。

工作面最大控顶距为4.8m（最大有效作业空间4.2m），最小控顶距为3.6m（最小有效作业空间3m），放顶步距1.2m。

二、选择支护材料

根据支护强度计算，确定选用单体液压支柱配套铰接顶梁作工作面支护材料。

1、工作面所用单体，根据地质条件，选用DE12、DE14、DE16、DE18、DE20、DE22系列单体液压支柱。

2、铰接顶梁规格：

长×宽×高=1200mm×98mm×80mm

三、乳化液泵站

（一）泵站选型、数量：

RB80/200，二台。

（二）泵站设置位置：

地面中心泵站。

（三）泵站使用规定

1、一台工作，一台备用。

2、泵站由机电队安排专人负责管理，无关人员不得擅自操作乳化泵。

3、定期向乳化泵增加乳化液，确保输出压力不小于0.5mPA。

4、做到每月一小检，每年一大检，确保泵站供液正常。

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

1、按一梁一柱配套架设走向支架进行支护作业空间，其排距1.2m，柱距0.7m，顶梁上用竹帘、杂木棍关背顶板（顶板破碎时用竹帘、边木关背顶板），顶梁之间沿倾向用直径5cm的杂木棍打齐撑筒，靠老塘排每组支架之间必须打好一个密集支柱，且密集支柱的顶端要加木帽，所有支柱必须挂好防倒绳。

正常回采时最大控顶距4.8m（最大有效作业空间4.2m），最小控顶距3.6m（最小有效作业空间3.0m），采用“见四回一”的顶板管理方式，放顶步距1.2m。

2、分段回采时上、下段工作面连接处按正台阶工作面阶檐处管理，其靠老塘一侧的上帮每空必须对角打齐密集支柱和与其相对应的加强密集支柱，并关好双层挡矸竹帘。

二、正常工作时期的特殊支护形式

上下出口采用“两对四梁”和超前支护，超前支护规定10m抬双栌，20m抬单栌。

三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离

回柱放顶与其它工序平行作业的安全距离为15m。

四、特殊时期的顶板控制

（一）来压及停采前的顶板控制

靠老塘排打好密集支柱外，还要沿老塘排用单体、兀梁抬倾向栌加固，兀梁与交接梁之间要垫木块；压力增大时可每隔15m打木垛来加强支护。

（二）过断层及顶板破碎时的顶板控制

1、用双重竹帘、杂木棍、边木关顶；

2、空顶处要用老木子接顶，且接顶必须接入实顶；

3、加柱（加密）支护，严格控制好破碎顶板。

（三）应力集中区的顶板控制

上下出口应力集中区除搞好两对四梁支护外，还要搞好过棚支护。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制

（一）运输巷、回风巷的超前支护

运输巷、回风巷距工作面煤壁20m范围内用单体、兀梁抬好双边栌作超前支护。

（二）回风巷的加强支护

回风巷距工作面煤壁10m范围内用单体、兀梁抬好双边栌和中栌作加强支护。

二、工作面安全出口的管理

（一）支护形式

两对四梁、超前支护、加强支护

（二）质量要求

1、上出口两对四梁的梁子要紧靠上回风巷上帮，下出口两对四梁的梁子要紧靠下部运道的下帮。

2、两对四梁的梁子（兀梁）与顶梁（铰接梁）之间要加木垫。

3、一梁三柱，点柱要打在顶梁的下方，严禁打空心点。

4、点柱要打牢、打正、打对山，同一排的点柱必须打成一直线。

5、超前支护和加强支护兀梁与金属棚顶梁之间要加木垫。

6、超前支护长度不少于20m，加强支护长度不少于10m。

7、关棚关帮严实，撑筒齐全。

8、清理巷道杂物，确保退路畅通。

（三）与其他工序之间的衔接关系

上下安全出口加强支护选择与其它工序错开15m至20m，做到互不影响作业。

三、支护材料的使用数量和存放管理

1、支护材料使用数量：

计划单体450根，计划铰接梁360根，兀梁100根，圆木9m3。

2、支护材料存放管理：

（1）正常存放地点：

2366

（1）工作面风巷、23

（1）轨-300m石门。

（2）材料必须码放整齐，分类挂牌管理，严禁影响通风、运料、行人。

（3）单体必须竖立，兀梁靠放整齐，并编号管理。

（4）失效单体即时运出地面修理。

附图：

工作面支护示意图（平面、剖面图1:

100）。

第四节矿压观测

一、矿压观测内容

工作面初次来压、周期来压时间，来压步距

二、矿压观测方法：

现场观测

第五章生产系统

第一节运输

一、运煤系统

工作面→2366

（1）工作面溜子道→23

（1）轨-300m石门斗口装车→23

（1）轨-300m石门→-300m南大巷→暗主井-300m下部车场→暗主井→暗主井-150m上部车场→-150m南大巷→-150m中央石门→主井底车场→主井→地面。

二、运料系统

地面→主井→-150m井底车场→-150m中央石门→-150m南大巷→23

（1）轨-150m上部车场→23

（1）轨上山→23

（1）轨-248m车场→2366

（1）工作面风巷→2366

（1）工作面。

附图：

运输系统示意图。

第二节一通三防与安全监控

一、通风系统

（一）风量计算

1.按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：

Q＝100qk＝100×0.75×1.2=90m3/min。

式中：

q——工作面绝对瓦斯涌出量预计为0.75m3/min；

（根据相邻2363A

（1）工作面瓦斯资料）。

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.2。

2.按工作面温度计算：

Q＝60vS＝60×0.4×5.2=124.8m3/min。

V--工作面最低风速；S--回采工作面平均支护断面面积。

3.按工作面每班工作最多人数计算：

Q＝4n=4×10=40m3/min。

n--工作面最多时的人数

4.按炸药用量计算：

Q＝25A=25×4=100m3/min。

A--放炮时一次性消耗的最多炸药量

5.按风速进行验算：

（1）按最低风速验算，工作面的最小风量：

Q＞15S＝15×5.2=78m3/min。

S--回采时平均断面积。

（2）按最高风速验算，工作面的最大风量：

Q＜240S＝240×5.2=1248m3/min。

S--回采时平均断面积。

6.确定工作面实际需要风量：

根据以上计算及验算，工作面实际需要风量为124.8m3/min。

（二）通风路线

A、新鲜风流：

副立井→-300m南大巷→23

（1）轨-300m石门→2366

（1）工作面运道→2366

（1）工作面溜子道→2366

（1）工作面。

新鲜风流：

副立井→-300m南大巷→23

（2）轨-300m石门→23

（2）轨上山→-200m集中巷→23

（1）轨-200m石门→2366

（1）工作面风巷→2366

（1）工作面。

B、回风流：

2366

（1）工作面→2366

（1）工作面-248m集中运输运道→23

（1）-248m石门→23

（1）轨上山→13轨上山→+27m南总回风巷→+96m平硐→风井→地面。

二、瓦斯防治

（一）瓦斯检查（设点、次数）

2366

（1）回采工作面风巷、2366

（1）工作面切眼上山各设一个瓦斯检查点，每班检查不得少于二次；分别为进、出班时。

（二）瓦斯监测监控

1、瓦斯检查（设点、次数）

工作面共设：

工作面风巷距上出口10m处、工作面风巷距回风口10～15m处设二个瓦斯检查点。

每班检查次数不得少于二次。

2、瓦斯监测监控

（1）、监控设备之间必须使用专用阻燃电缆或光缆连接（型号为MHYVR1*4**7/0.43或MHYVR1*2**7/0.43），严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。

（2）、在工作面风巷距上出口10m处安设工作面瓦斯传感器T1（型号为KJ101-45B）、工作面风巷距回风口10～15m处安设回风流瓦斯传感器T2，在23

（1）轨绞车房绳道往绞车房方向3～5m处安设一个瓦斯传感器T3。

其中T1随推采而相应的移动。

工作面瓦斯传感器T1报警值CH4浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%、复电浓度<1.0%，断电范围为工作面全部非本质安全型电气设备。

回风流瓦斯传感器T2报警值CH4浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%、复电浓度<1.0%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。

瓦斯传感器T3报警值CH4浓度≥0.5%，断电浓度≥0.5%、复电浓度<0.5%，断电范围为工作面全部非本质安全型电气设备。

（3）、瓦斯浓度预警、报警处置方法：

a、回采工作面风流、回风流及上隅角瓦斯浓度达到预警、报警时，由当班队干（班长）、瓦检员（安监员）负责，立即查明原因，向调度室汇报，且工作面必须立即采取暂停落煤、暂停放顶、停止爆破、控制施工作业强度、改善通风系统、恢复正常通风系统增加供风量等措施。

b、采用串联通风的被串采煤工作面进风巷风流瓦斯浓度达到预警、报警时，被串采煤工作面必须暂停爆破、落煤、放顶、打眼、装药作业，并采取措施减少串入工作面的瓦斯量，增加工作面供风量，将瓦斯浓度控制在预警值以下。

c、瓦斯检查员必须按矿井瓦斯检查作业计划规定时间、路线、地点、次数和方法检查瓦斯，当发现检查地点的瓦斯浓度达到预警值时，必须立即查明原因，通知预警区域的作业人员、带班队干（班长）和带班矿长进行处理，并向矿井调度室汇报。

d、带班矿长、带班队干、当班瓦检员（安监员）接到瓦斯浓度预警信息后，必须立即赶到预警地点，查明原因，进行处置，有效控制瓦斯浓度继续上升，保证瓦斯不超限。

e、矿井调度室调度员接到井下预警报告，或接到监控中心值班人员的预警报告，或通过调度室监控显示屏发现瓦斯浓度达到预警时，都必须立即通知现场作业人员、当班瓦检员（安监员）、带班队长和带班矿长组织处理，控制瓦斯浓度上升，防止瓦斯超限，同时向矿井值班领导和矿总工程师报告，并做好记录。

三、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

（1）、地面蓄水池→主井→-150m中央石门→-150m南大巷→暗副井-150m车场→暗副井→暗副井-300m车场→-300m南大巷→23

（1）轨-300m石门→2366

（1）工作面运道→2366

（1）工作面溜子道→2366

（1）工作面装煤斗口。

（2）、地面蓄水池→主井→-150m中央石门→-150m南大巷→23

（1）轨-15

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