22609工作面作业规程.docx
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22609工作面作业规程
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
1051m水平
采区名称
中六采区
地面标高（m）
1610～1755
井下标高（m）
980～1018
地面相对位置
22609综采工作面地面位于黄冶沟支沟东北侧，植被发育，灌木丛生。
盖山厚度：
612m～752m，平均厚度682m。
回采对地面设施的影响
地面无重要构筑物及建筑物，但回采可能对地表造成裂隙。
井下位置及与四邻关系
22609综采工作面井下位于中六采区，工作面东北部为22607工作面采空区，与本工作面相距56m，南部为未采区，东北方向距离3#煤瓦斯底抽巷9m。
走向长度（m）
591～662
倾斜长度（m）
165
面积（m2）
105133
第二节煤层
煤层赋存情况表2。
表2煤层赋存情况表
煤（矿）层总厚（m）
2.70-3.40
3.02
煤（矿）层结构（m）
0.27（0.18）2.57
煤层倾角（度）
2°～10°
开采煤层
2#
煤种
贫煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
该工作面煤层节理不发育，煤层结构复杂，距顶板0～0.35m处含一层平均厚度为0.10～0.30m的泥岩夹石层。
煤层类型为半光亮性，可用于工业及动力用煤。
第三节煤层顶、底板
一、顶底板情况表
表3顶底板情况表
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
中粒砂岩
1.12
灰白色，以石英长石为主，暗色矿物次之，分选、磨圆中等，块状构造，交错层理发育，含煤屑。
直接顶
泥岩
3.12
灰色，质纯，含植物化石，贝壳状断口。
伪顶
泥岩
0.40
灰黑色，含植物化石，上部含砂较多，贝壳状断口。
直接底
中粒砂岩
1.12
灰白色，以石英长石为主，暗色矿物次之，分选、磨圆中等，块状构造，交错层理发育，含煤屑。
老底
砂质泥岩
4.80
灰黑色，上部含砂较多，下部较少，贝壳状断口。
含植物化石，云母片。
二、柱状图（见附图1）
第四节地质构造情况
一、概况
1、褶曲：
该面整体呈背斜构造，轴向165°,两翼倾角2°～10°。
2、断层：
工作面掘进时12#点前6m揭露落差1.3m的正断层。
3、陷落柱：
根据坑透异常区钻探验证资料，预计工作面内将揭露Z6-34陷落柱。
二、断层情况分布表
表4断层情况分布表
构造名称
走向°
倾向°
倾角°
性质
落差（m）
对回采影响程度
F1
200
290
80
正断层
1.3
无
三、陷落柱情况分布表
表5陷落柱情况分布表
编号
位置
长轴（m）
短轴（m）
面积（m2）
Z6-34
工作面内
85
42
3253
第五节水文地质
该工作面2#煤层顶部为一套砂岩含水层，预计开采过程中，会有少量岩层水沿裂隙渗出。
措施：
1、在两巷低洼处建临时水仓，配备排水能力不低于30m3/h的排水设备并对工作面积水及时排放。
2、回采中要加强观测，如工作面淋水、渗水异常增大时，要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。
最大涌水量4m3/h，正常涌水量1.5m3/h。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况
瓦斯：
瓦斯绝对涌出量18.00m3/min
煤尘爆炸指数：
16.69%
煤层自燃倾向性：
2#煤层为不易自燃煤层
二、冲击地压和应力集中
无冲击地压和应力集中区。
三、地质部门的建议
1、回采中（特别是遇到断层、陷落柱等地质构造时），要采取相应的安全措施，加强煤帮及顶板管理，确保安全生产。
2、在工作面及巷道低洼处配备排水能力不低于30m3/h的排水设备，加强排水。
3、回采中要加强观测，如工作面淋水、渗水异常增大时，要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。
4、回采过程中应注意抽采钻孔及构造钻孔卡钻情况，根据地测科及时下发卡钻杆警报采取措施，确保正常回采。
第七节储量及服务年限
一、储量
表6储量计算表
储
量
计
算
块段号
走向长
（m）
倾斜长
（m）
面积
（m2）
煤厚
（m）
容重
（t/m3）
工业
储量
（t）
回采率（%）
可采
储量
（t）
1
570
165
90797
2.84
1.34
345537
95
328260
煤柱
89
165
11083
2.84
1.34
42177
储量计算时，已扣除Z6-34陷落柱面积3253m2。
二、工作面服务年限
可采储量/设计月产量=328260t/85920t=4月
第二章采煤方法
本工作面采用倾斜长壁后退式全部跨落的综合机械化采煤方法，跟顶跟底开采，采高为2.84m。
第一节巷道布置和工作面基本参数
本工作面由22609综采工作面正巷、22609综采工作面副巷及工作面切眼构成。
其中北九副巷走向长度为591m，北十正巷走向长度为662m，工作面长度为165m。
第二节采煤工艺
一、回采工艺
主要生产工序：
割煤→运煤→拉架→推移运输机（推溜）
1.割煤：
采用MGTY250/600—1.1D型双滚筒采煤机双向穿梭式割煤，截深为630mm，采用采煤机无线电遥控的操纵形式来操纵采机。
根据工作面综合运输能力、拉架速度、顶板条件等确定采煤机的牵引速度，控制在0～7.7m/min。
随着滚筒的旋转将煤破落，装入工作面可弯曲刮板运输机。
进刀方式为采煤机端头斜切进刀割三角煤自开缺口，返刀距离不小于50m。
当采煤机割通机头（机尾）后，推移刮板运输机距运输机机头（机尾）30m处停止，调换采煤机滚筒上下位置，沿刮板运输机弯曲段向机尾（机头）方向切入煤壁，直至两个滚筒完全切入一个截深时，采煤机进入运输机直线段后停止采煤机；推移刮板运输机机头（机尾）段，将运输机弯曲段顶至煤帮成一条直线，并拉出机头（机尾）三个支架，调换采煤机滚筒上下位置，向机头（机尾）割通三角煤；调换采煤机上下滚筒位置，向机尾（机头）正常割煤，随后拉架、推溜完成进刀。
进刀方式示意图（见附图2）
割煤注意事项：
（1）要根据顶底板、煤层、煤质变化情况及刮板输送机的运输能力及时调整滚筒高度和割煤速度，保证顶平、底平、不留伞檐和底煤。
（2）采煤机的截割速度要根据煤层厚度、煤质、煤层倾角变化、瓦斯涌出情况以及运输能力及时进行调整，防止速度快造成瓦斯超限；若发现有不安全情况时，应立即停止牵引和切割，并打开采煤机离合器手把，闭锁工作面输送机进行处理。
（3）采煤机司机要远距离操作，注意观察周围环境，以防炭块、石头飞出伤人。
当行至两端头作业时，必须将管线等物件摆放整齐并设置警戒，防止人员随意通过造成伤害。
2.运煤：
工作面采用SGZ-764/630型可弯曲刮板运输机，顺槽采用SZZ—764/200型转载机（破碎机为PCM—110型）和DSJ1000/1000/2×200型胶带输送机及转载溜子SZZ-764/200型运煤。
3.拉架：
选用ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式液压支架维护顶板，采用及时支护方式拉移支架。
在正常情况下，超前采煤机前滚筒5～6个架收回支架护帮板，当采煤机割过煤后，距采煤机后滚筒3～5个架开始追机拉移支架，按顺序逐架进行。
在顶板破碎，悬顶面积大时可在采煤机割完顶煤时，在支架上穿梁，及时维护煤帮顶板，保证其完整性。
拉出后的支架必须升紧，将支架所穿梁挑起，使支架初撑力不低于24Mpa。
移架时要做到“快、够、正、严、紧、平、细、净”。
拉架注意事项:
（1）操作支架前,要仔细做好移架前的准备工作,底板的浮煤、矸石必须清理干净。
（2）操作支架时,要做到及时迅速,移架距离、移溜步距要够，且要一次完成，保证支架前移时不上下歪斜、左右偏移、前倾后仰。
（3）支架间要靠严，必须有足够的初撑力，使顶梁紧贴顶板，呈面接触，保证初撑力达到24MPa。
（4）为加强支架接顶管理，拉架时要注意利用支架侧护板进行调架，防止倒架。
4.推溜：
采用ZZ5200/19.5/42（A）型液压支架的推移千斤顶推溜。
推溜注意事项:
移架后，距采煤机10～15m开始推移运输机，推溜步距600mm。
推溜和拉架要协调，其弯曲度不可过大，弯曲段长度应不小于15m。
推移机头、机尾时，必须停机作业，专人指挥，作业人员必须选择安全的区域操作，操作时禁止人员通行，严禁硬顶硬推，防止损坏设备。
必须保证推移步距，使运输机处于“平、直、稳”的运行状态，顶机头时与转载机司机协调配合，并注意观察转载机的运行情况。
当顶机头时与转载机司机协调配合，检查机头与转载机机尾搭接和转载机机头与皮带机尾搭接位置，保证出煤畅通。
当顶机尾时，要先摆顺吊挂好电缆、管线等，防止挤破和窝住电缆、管线等。
辅助生产工序推移转载机→移皮带机尾→拉移电气系列车→（预做缺口→端头劈帮）→采空区处理。
1.推移转载机桥式转载机的拉移采用1#、2#、3#架同时顶推运输机机头的方式，并配合转载机机头自移装置，实现转载机的拉移，每循环拉移一次，步距为600mm。
推移转载机步骤及注意事项：
（1）移转载机前，首先检查转载机槽子有无错口，清理转载机四周、破碎机前后及桥式部分底下的浮煤及杂物，并整理好水管、电缆等防止卡挂；其次必须停止工作面刮板输送机、转载机和破碎机，并闭锁电气开关。
另外，在移转载机前要将破碎机前妨碍移转载机的中间单体支柱回掉，移过转载机后再将支柱打好。
（2）推移输送机机头和移转载机必须同步进行，工种之间要相互配合好，保证0.5m搭接高度。
（3）移转载机时，由支架工操作机头支架推移千斤顶，机头维护工观察转载机机尾，转载机司机观察转载机机头行走小车在胶带输送机尾轨道上的滚动情况，一旦发现异常，立即发出停机信号，停止推移，进行处理,严禁强行推移。
2.拉移电气系列车
随着工作面的推进，电气系列车拉移由检修班负责此项工作，出煤班负责拉移将机尾的电缆、水管，保证机尾出口安全畅通。
（1）电气设备系列车的连接:
①电气设备系列车之间采用硬连接装置将每两辆车之间连接起来。
②为防止将电缆、水管拽断，发生跑车事故等，在控制台设备系列车下面穿一根φ≥26mm的钢丝绳，一端与输送机机尾嘴子连接，另一端与控制台外最后一个车连接，并用钢丝绳和绳卡子将每节车的车轴同所穿的钢丝绳连接起来。
③钢丝绳各连接处全部使用φ≥26mm的合格的、无毛刺、无断股的钢丝绳和与之配套的绳卡子，在钢丝绳两端头连接处，绳卡子加设至少七道，与各节车连接处绳卡子加设至少两道，所有加设绳卡子的螺丝必须带满扣拧紧。
（2）拉（放）移注意事项：
①为防止设备系列车下滑，在控制台系列车下山方向每个干变车之间支设两根戗木（φ≥180mm的优质红松圆木），戗木支设的要求：
材料必须是细头φ≥180mm的优质红松圆木，戗木必须穿铁鞋，铁鞋要放在硬底上，上部戗入人工刨制的窝内，戗木与底板夹角≯75°，并用双股8#铁丝将戗木拴好固定在顶锚上。
拉（放）移时松开，移过后及时打好，并架设防跑车铁马。
②拉（放）移前，必须将电缆、液管等摆顺，并将道心杂物清理干净；同时检查绞车的完好、稳固情况以及戗木支设的安全有效性；设备列车有无落道；有无卡挂阻挡列车行进的物体；各列车之间联接是否紧固可靠（各设备之间用连接板、竖销连接，竖销必须安全可靠到位，若列车之间用锚链、U型环配合螺丝连接时，所用螺丝必须带满扣），检查无误后方可拉移。
③拉（放）移时，人员要站在安全位置上操作，同时必须放好警戒，警戒范围内严禁人员通行。
机尾维护工负责看好电缆、液管等的拖移情况，由跟班副队长现场组织，指派一名责任心强的职工负责观察设备列车的运行情况，坐台电工负责操作绞车，三人协作进行。
同时要有可靠的联络信号（一次长铃停车，连续两次铃开车，连续三次铃倒车松绳），信号不清，不准开车，发现问题立即发出停止拉移信号，待故障排除后方可拉移。
拉移到位后必须及时加齐可靠的铁马、戗木等阻车设施，防止系列车下滑。
④工作面采上山时，回柱绞车置于控制设备列车前方进行拉移，采下山时，回柱绞车置于控制设备列车后方进行放移。
⑤移回柱绞车后必须及时加打四根老汉木并加设地锚固定绞车。
在拉（放）控制台系列车时，必须将系列车上所有电气设备开关打至零位，严禁带电拉（放）。
（3）设备性能及参数
①JM-14回柱绞车的参数：
牵引力：
140KN、绳速：
5.65-10.75m/min钢丝绳径：
26mm、电机功率：
18.5kw、传动方式：
涡轮传动、容绳量：
26mm/150m、外型尺寸：
2697×988×988mm、重量:
2621.5kg。
②按绞车牵引力计算：
a、
按钢丝绳破断力总和及安全系数进行校验：
b、
上述公式来自于1988年版煤炭工业出版社《煤矿固定机械及运输设备》一书。
F—绞车牵引力（N）：
JM-14型为140000N
Q—钢丝绳破断力总和：
Ø26mm为473000N
g—重力加速度，9.81m/s2
f1—平板车运行阻力系数，取0.015。
f2—钢丝绳运行阻力系数，按局部支承地轮考虑，取0.4。
m—钢丝绳安全系数，按《煤矿安全规程》第400条之规定取6.5。
P—钢丝绳每米重量：
Ø26mm为2.47Kg/m
L—钢丝绳最大长度（米）：
Ø26mm为150m
③使用JM-14型回柱绞车配合φ26mm钢丝绳在8°坡段提升（绳长150m）：
a、
=
=91349.59（kg）
b、
==
=48150.90—1287.44=46863.46（kg）
验算：
a＞b选取b作为钢丝绳牵引力性能指数
所以：
JM-14型回柱绞车配合φ26mm钢丝绳在8°坡段提升Gmax=46863（kg）
根据绞车最大拉运能力、各设备重量及运输条件都符合规定。
所以选用JM-14型回柱绞车进行拉移控制台系车。
3.移皮带机尾拉移工作由各班转载机司机根据生产情况，循环不够时，及时进行拉移，采用ZY2700型皮带自移机尾装置进行拉移。
拉移步骤及注意事项：
（1）拉移前，首先清除皮带机尾周围的障碍物，检查油缸是否完好，管路是否漏液及各连接点是否合格，确认无误后方可拉移。
（2）拉移时，工作人员要站在安全位置上操作阀组手把，并随时注意观察转载机机头在跑道上的移动情况以及两边油缸的拉移速度同步情况，发现异常，立即停止拉移，并进行处理。
（3）将ZY2700型皮带自移机尾装置液压行程拉完为止后，开机观察皮带机尾的运行情况，发现皮带机尾跑偏，就利用自移装置的上下、左右四个油缸进行调试，直到正常运行为止。
（4）杜绝皮带运行时拉移，必须停机作业。
4.预做缺口
当机头、机尾割不通时，需要人工预做缺口：
（1）做缺口采用人工打眼放炮方法，由三人协作进行并由班长指派专人监护。
使用湿式风煤钻打眼，炮眼布置在巷道煤帮侧距工作面煤壁0.6m处，且平行于工作面，炮眼深度根据做缺口长度而定，最长不超过1.5m，最短不低于0.8m，最小抵抗线不得小于0.5m。
使用毫秒延期电雷管、乳化炸药，装药量为：
100g～200g，封泥应用水炮泥和专用炮土充填，封泥长度不得小于0.5m，必须采用一次串联正向起爆法。
（2）放炮前，在工作面煤壁侧靠输送机边且距正（副）巷煤帮0.6m处加打一根单体戴帽点柱，柱帽平行于工作面且采用600mm长的П型钢梁。
放炮后，首先“敲帮问顶”处理活石活矸，检查点柱是否松动，若松动及时升紧，然后在有专人观察顶板的情况下，维护工站在有可靠支护的安全地点用铁锹由输送机边向煤帮攉煤，攉至0.6m处，加打第二根戴帽点柱，紧靠煤壁。
打好后，人员在此支护下攉煤。
移机头（尾）时，将输送机边第一根点柱回出，第二根点柱作为下一个循环做缺口时的临时支护。
若顶板破碎压力大时，放炮后还必须在支架上穿两根五尺板梁，板梁的位置视现场情况而定，并且板梁一端顶死煤壁，另一端在支架上搭接不少于0.4m。
（3）安全注意事项：
①在缺口内攉煤、支护过程中，严禁操作端头四个支架，并设专人观察顶板和煤帮情况，发现异常，立即撤出人员进行处理。
②在机头打眼放炮时，必须停止并闭锁工作面输送机和转载机，并且严格执行“一炮三检”、“三人联锁放炮”和“放炮停电”制度。
③放炮前，炮线必须拉足100m，各通道处由班长指派专人，放好警戒。
放炮员接到命令后，必须大喊三声“放炮啦”，听到两通道外放警戒人员回复后，方可放炮。
④放炮前，要将易于崩坏的管线和设备，用废旧皮带包好，把瓦斯传感器及监控线撤离到安全地点，并用废旧皮带遮掩好，停止液泵运行，方可放炮。
放炮后，扶正阀组手把，检查液管无破损后，方可送液，并再次升紧支架。
⑤放炮时，必须将一切非本质安全型电源切断，放炮后，检查瓦斯浓度和电缆无破口后方可送电。
⑥严格执行，《煤矿安全规程》中有关爆破作业的相关规定。
做缺口炮眼布置图以机头为例（见附图3）
5．端头劈帮
当机头、机尾安全出口宽度不够0.8m时，需要人工劈帮：
（1）劈帮由机头、机尾维护工负责，采用洋镐和风镐等工具，由落山向外进行劈帮，将浮煤攉到输送机或转载机内，每攉1.0m，加一根戴帽贴帮柱，确保安全出口净宽达到0.8m，直到出口畅通为止。
（2）劈帮注意事项：
①劈帮前，必须将顶板活石、片帮、额头煤等安全隐患处理后方可作业，严格执行“敲帮问顶”制度和“先支后回”的原则，当高度高于2m时，必须架设可靠的工作平台。
②劈帮后，人员站在有支护的侧面，用铁锹将煤攉到输送机或转载机内，每攉够1m，靠保险帮加设一根戴帽贴帮柱，柱帽平行于工作面布置，柱帽规格为600mm长的П型钢梁且用柱帽一体化卡子联接固定，然后按0.8m的排距加齐临时支护，防止空顶作业，直至出口畅通符合规定。
③若顶板破碎或煤质松软时，必须加套板梁棚或进行攀帮，棚梁梁头必须紧贴保险帮，板梁的规格方式视现场情况而定，棚距1.0m，攀帮必须攀严攀实，棚腿使用单体液压支柱，必须打在实底上，迎山有劲。
6.采空区处理
采用移架后采空区顶板自行垮落法处理采空区。
二、工作面正规循环生产能力
工作面采高为2.84m,所有支架动作一次为一个循环，循环进度600mm。
W循＝LHSyc＝165m×2.84m×0.6m×1.34t/m3×95%＝358t
式中：
L：
工作面长度取165m
H：
工作面采高取2.84m
S：
循环进度取0.6m
y：
煤的容重取1.34t/m3
c：
工作面回采率95%
第三节设备配置
一、设备配置情况
1、采煤机：
MGTY250/600-1.1D型交流电牵引采煤机，额定电压为1140V，装机总功率为600KW，采高2～4.0m，滚筒直径2.20m（包括截齿），截深630mm，机面高度1605mm，摇臂长度2114mm，牵引力580/350KN，牵引速度0～7.7～12.8m/min，总重45.45t。
2、刮板运输机：
SGZ764/630型刮板输送机，额定电压1140V，电机功率2×315KW，运输能力1000吨/小时，链速1.04m/秒，刮板链规格Φ30×108，中部槽尺寸1500×764×300mm，铺设长度166.5m，
3、转载机：
SZZ764/200型刮板转载机，额定电压1140V，电机功率200KW，输送能力1000吨/小时，链速1.33m/秒，刮板链规格Φ26×92，中部槽尺寸1500×764×220mm，铺设长度30m。
4、液压支架：
ZZ5200/19.5/42（A）支撑掩护式液压支架，111架，支护强度0.89MPa，工作阻力5200KN，初撑力4364KN，支撑高度1.95～4.2m，中心距1500mm，支架宽度1420—1580mm，顶梁（包括前梁）长3.745mm，泵站压力31.5MPa，推移油缸行程600mm，运输尺寸6200×1420×1950mm，重量16.5t。
5、破碎机：
PCM—110型，电机功率110KW，电压1140V，破碎能力1200吨/小时，外形尺寸3540×1785×1741mm，重量11.55t。
6、胶带输送机：
DSJ1000/1000/2×200型胶带输送机，电机功率2×200KW，额定电压1140V，带宽1.0m，带速3.5m/s，铺设长度580m，（皮带等级为7级，带自移机尾ZY2700）
7、头部转载溜子：
SZZ764/200型刮板转载机，电机功率200KW，额定电压1140V，运输能力1000吨/小时，链速1.33m/秒，链规格Φ26×92，铺设长度38m。
8、乳化液泵：
BRW200/31.5,公称压力31.5MPa，公称流量200L/min，电机功率125KW，电压1140V，本工作面安装2台。
9、乳化液箱：
型号RX200/16A，容积1600L。
10、喷雾泵：
XPB—250/5.5两泵一箱，电压1140V，功率30KW，额定工作压力5.5MPa，额定流量250L/min。
11、水箱：
型号KPX/16，水箱容量1600L。
12、加压泵ZPZ-127，电压1140V，功率18.5KW。
二、设备配备及布置图（见附图4）
第三章顶板控制
第一节支护设计
工作面采用ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式支架维护顶板，采用立即支护形式，采空区顶板随着支架前移全部自行垮落。
一、支架的设计选型计算：
本工作面选用ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式支架，据查ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式支架的技术参数为：
支撑高度1.95～4.2m，工作阻力Q支＝5200KN，中心距1.5m，支护强度q支＝0.89MPa，初撑力4364KN。
1、支护强度和工作阻力：
（1）支护强度由经验公式知：
Pc=72.3Hm+4.5Lp+78.9Bc-10.24N-62.1
式中：
Pc—额定支护强度下限，KN/m2；
Hm—煤层采高，取2.84m；
Lp—基本顶周期来压步距，由以往2#煤层回采经验取20m；
Bc—控顶宽度，Bc=顶梁长度加梁端距=3.745+0.3=4.045m；
N—直接顶充填系数，N=直接顶厚度/煤层采高=3.12/2.84=1.1
故：
Pc=72.3×2.84+4.5×20+78.9×4.045－10.24×1.1－62.1
=205.3+90+319.1－11.26－62.1=541.04KN/m2≈0.6Mpa＜0.89MPa
（2）支架工作阻力Fs：
Fs=Pc（Se×Bc/Ks）
式中：
Fs—液压支架工作阻力，KN；
Se—液压支架中心距，m；
Ks—液压支架的支撑效率，支撑掩护式支架Ks=0.8～0.95；现取0.95
故：
Fs=541.04×（1.5×4.045/0.95）≈3456KN＜5200KN
可见：
q支＞PcQ支＞Fs两项指标符合要求。
2、初撑力
初撑力大小对支架的支护性能和成本都有很大影响，一般取初撑力为（0.6-0.8）倍的工作阻力，即Q初=0.8×5200=4160（KN）＜4364（KN）；可见符合要求。
由上可知；本工作面选用ZZ5200/19.5/42（A）型支撑掩护式支架是可行的。
3、超前支护计算
根据下列公式对超前20m的顶板压力进行估算：
q=4/3×r×a2/f
式中r—岩石重力的密度，取25KN
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