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13211作业规程

郑煤集团告成煤矿

采煤工作面作业规程

工作面名称：

13211采煤工作面

编制人:

关东亮

施工负责人:

邓同岭

总工程师:

程从仁

主管矿长:

于宗祥

批准日期：

2007年7月

执行日期:

2007年7月

第一章概况…………………………………………………………

第一节工作面位置及井上下关系…………………………………

第二节煤层…………………………………………………………

第三节煤层顶底板…………………………………………………

第四节地质构造……………………………………………………

第五节水文特征……………………………………………………

第六节影响回采的其他因素………………………………………

第七节储量及服务年限……………………………………………

第二章采煤方法…………………………………………………

第一节巷道布置……………………………………………………

第二节回采工艺……………………………………………………

第三章顶板控制…………………………………………………

第一节顶板支护设计………………………………………………

第二节工作面顶板控制……………………………………………

第三节第三节运输带、回风巷及端头顶板控制………………

第四节爆破设计……………………………………………………

第四章生产系统…………………………………………………

第一节运输…………………………………………………………

第二节“一通三防”与安全监控…………………………………

第三节排水…………………………………………………………

第四节供电…………………………………………………………

第五章劳动组织和主要经济技术指标……………………

第一节劳动组织………………………………………………

第二节主要经济技术指标……………………………………

第六章煤质管理……………………………………………

第七章安全技术措施………………………………………

第一节一般规定………………………………………………

第二节安全技术措施…………………………………………

第八章应急措施及避灾路线………………………………

矿领导审批意见

总工程师：

系统矿长：

安全矿长：

会审意见

13采煤队：

地测部：

安质部：

防突部：

通风部：

调度室：

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

13211工作面位于-110水平13扩大区。

具体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

-110m水平

采区名称

13扩大区

地面标高（m）

+313～+323

工作面标高（m）

+85～+100

地面相对位置

对应地表为邵家村。

回采对地面设施的影响

回采时对地面村庄有影响，应做好搬迁工作。

井下位置及与四邻关系

东为未掘进的13210工作面,西临未掘进的13212工作面,南电厂煤矿越界采空区,北部为南翼运输下山及轨道下山

走向长度

（m）

122～120

121

倾斜长度

（m）

73.5～69.5

71.5

面积

（m2）

8651.5　　　　　　　　

第二节煤层

本工作面设计开采煤层为二1煤层，通过地质资料分析煤层赋存情况见表2

表2煤层赋存情况表

煤层厚度（m）

0.2～7.8

4.2

煤层结构

简单

煤层倾角

（°）

5～13

开采煤层

二1

硬度

0.3-0.5

煤种

贫煤

稳定程度

较稳定

煤层情况描述

该工作面二1煤层呈灰黑色、粉末状、半亮型，原生构造受滑动构造的影响遭破坏，层理不清，滑面及磨擦镜面发育，强度较底，煤层结构简单。

二1煤层赋存不稳定，煤厚变化较大，局部有夹矸。

第三节煤层顶底板

工作面顶板为构造顶板，成份混杂，受挤压较破碎，强度较低。

直接底为砂质泥岩。

具体情况见表3。

表3煤层顶底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

厚度（m）

岩性特征

构造顶板

断层泥

1.41～3.08

2.3

灰黑色，有明显的挤压揉搓现象。

直接底

砂质泥岩

6.20～10.2

8.20

灰色、深灰色，层面含大量白云母片，中部发育有不稳定

L9灰岩

老底

L8灰岩

3.4～3.48

3.40

深灰色，隐晶质结构，裂隙

发育并充填方解石脉

附图：

煤柱工作面煤层综合柱状图。

第三节地质构造

1、根据实接地质资料及二1煤层底板等高线形态分析，该工作面停采线内地质条件简单，整体呈一宽缓背斜构造，轴向约为70°，对正常回采影响不大；

2、由于受滑动构造的影响，煤层顶板起伏变化较大，且极为破碎，回采时应加强支护和煤质管理工作；

3、工作面内存在有原建井处小井老巷（空），其巷道布置及地质资料不详，对正常回采影响较大。

第四节水文特征

1、根据相邻巷道采掘情况以及该工作面掘进情况分析如下：

1）顶板水：

该区域顶板水赋存较弱，预计该工作面回采过程中不会出现

顶板淋、涌水现象；

2）底板水：

经过Ⅰ号底板疏水巷疏放后，该地段L7-8灰水得到有效疏

放，该工作面回采时不会受到底板水的影响；

3）老空水：

该工作面内有原建井处小井采空区及老巷，

根据该工作面掘进时进行的探放水打钻情况和该面实揭情况，该工作面内

的原建井处小井采空区及老巷内积水量较小，预计对工作面的回采影响不大。

2、防治水措施：

根据上述分析，特制定以下防治水措施：

1）回采过程中施工队要加强水情观测，并且揭露老空（巷）时要用煤电钻进行超前探，探6米可推进1米，保持不低于5米的超前距；

2）在下付巷内配备两台排水能力不小于20m3/h的污水泵，做好排水

工作；

3）回采时严格沿底回采，切巷内有涌水时，丢底煤段单体柱下必须站好道木，加强工程质量管理并放净顶煤，确保涌水顺利流出。

4）加强南翼排水阵地维修工作，保证工作面有涌水时及时排出。

第六节影响回采的其他因素

一、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

瓦斯

绝对涌出量

2.0m3/min

相对涌出量

1.1m3/t

二氧化碳

0.3m/min

煤尘

二1煤层煤尘爆炸指数为17.03%，具有爆炸性，应加强防尘工作。

煤的自燃

有自燃的可能性。

地温

正常

地压

正常

普氏硬度（f）

煤层

夹矸

直接顶

直接底

0.3-0.5

2-5

3-5

第七节储量及服务年限

一、储量

1、工作面工业储量：

走向长×倾斜长×煤层厚度×视密度=

（91×71.5×4.2×1.35）t=36892t

2、工作面可采储量：

工业储量×采出率=36892t×85%=31358t

本工作面采出率参考值为85%，可采储量为31358t

二、工作面服务年限

可采储量/设计月产量=31358t÷（15000t/月）=2月　

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区巷道布置概况

13扩大区南翼布置有南翼运输下山及南翼轨道下山两条下山，运输下山作为采区进风、运煤。

回风下山作为采区总回风巷。

二、工作面两巷布置

在运输下山布置13211工作面。

13211工作面上付巷、下付巷均采用2.8m（梁）×2.6m（腿）工字钢对棚支护。

下付巷用于工作面进风、运煤。

上付巷用于工作面回风、运料。

第二节回采工艺

一、工艺流程

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、工艺流程

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。

（1）煤的破落

采用爆破落煤。

（2）煤的装载

煤的装载有爆破装煤和人工装煤，主要是人工装煤。

（3）移梁

在工作面打眼时，摘主棚梁老塘柱并站于付梁中部，主梁变为两柱倒悬梁，副梁变为一梁三柱。

放炮后前移主梁，将主梁中排柱下缩200mm，两人配合迅速前移主梁，主梁到位后及时升柱。

煤攉完后，摘梁老塘柱移至煤墙站于主梁下，主梁又复位到一梁三柱。

摘副梁时，两人相互配合将副梁两根支柱下缩200左右，使副梁脱离顶板和顶梁，以两根支柱为支撑点向前移副梁，副梁到位后，将副梁中间柱和舍帮柱升紧，并及时用荆笆椽子把舍帮当严，摘下主梁中排柱站到副梁煤壁侧梁下，省紧支柱，此时主梁一梁二柱，副梁一梁三柱。

如此交替迈步前移。

（4）放顶煤

工作面采通后,将舍帮闭好,并对支柱进行二次注液后,方可开口放顶煤,放顶煤采用分段间隔多轮次由上向下的顺序进行,放煤步距1m,放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间，规格为0.3m×0.3m2，放煤口间距1.2m，每排巷开4～3个放煤口，具体开口数量根据回采时瓦斯涌出情况确定。

放煤段间距15～20m，每轮放出煤量的1/3，三轮将顶煤放完，直到顶板均衡下落。

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，放煤后要对受压影响的支架进行处理，清除棚梁歪旋、支架迎山不照、顶帮不严、漏煤等问题，使采面支护有力，帮顶牢固。

（5）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，移溜时应从上而下或从下而上推，不得从两头向中间推，移溜时摘中排柱最多不得超过20m，移溜后溜子要平直，运转正常，与煤壁保持0.2m间距。

二、工作面正规循环生产能力

工作面采高为0.2-7.8m，平均4.2m。

循环进度为1m。

W=L×S×h×γ×c=（71.5×1×4.2×1.35×0.85）t=345t

式中：

W——工作面正规循环生产能力，345t；

L——工作面平均长度，71.5m；

S——工作面循环进尺，1m；

h——工作面平均采高，4.2m；

γ——煤的视密度，1.35t/m3；

c——工作面回采率，85%。

第三章顶板控制

第一节顶板支护设计

一、煤层顶底板

1、顶底板分类

该面顶板全部为滑动构造直接压煤，煤层顶板起伏变化较大，受挤压较破碎,强度较低，属Ι类不稳定顶板。

本工作面沿底回采，底板为深灰色，隐晶质结构，裂隙发育并充填方解石脉，属Π类松软底板。

2、顶底板结构

本工作面顶板结构为：

构造顶板—煤—直接底—老底。

二、采场顶板控制设计

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。

A、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（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。

B、按经验公式计算

p2＝（6～8）×h×γ＝（6～8）×2×2.5＝30～40（t/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

C、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＝7.8×1.35＋5.8×2.5＝25.03（t/m2）

式中:

P3——支架支护强度t/m2

M1——顶煤最大厚度7.8m

γ1——煤层容重1.35t/m3

M2——直接顶和老顶最大厚度5.8m

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＝P2＝40（t/m2）

D、支护密度计算

n1＝P/F＝40/（30×0.8）＝1.6（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）

2、“护”

“护”包括两方面：

“护顶”、“护底”。

A、“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，选用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。

B、“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，否则要穿铁鞋，根据掘进时地质资料，铁鞋的直径为：

Φ≥200×（P0/πq）1/2=200×［24/（3.14×6）］1/2=226（mm）

式中：

Φ——铁鞋直径mm

Po——液压支柱工作阻力的80％

q——工作面底板比压6Mpa

本工作面采用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≥hγ（cosα＋sinα/f）/n

＝5.5×2.5×（cos9.50＋sin9.50/0.3）/2.45

＝4.7（t/根）＝46（KN/根）

式中:

P初——支柱初撑力t/根

h——工作面直接顶平均厚度5.5m

γ——直接顶岩层容重取2.5t/m3

f——煤岩层间磨擦系数0.3

n——工作面支护密度根2.45根/m2

a——煤层倾角，取最大值9.5度

工作面支柱初撑力必须保持在46KN以上，结合集团公司对采面的要求（大于55KN），工作面支柱初撑力必须大于55KN，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,排距1m,棚距0.6m,对棚支护,放煤步距1m。

第二节工作面顶板控制

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，中排柱穿铁鞋，支柱迎山角1.9～2.5度，迎山距6.6～8.7cm。

顶底

法线

支柱

迎山角1.9~2.5度

煤层倾角平均90

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制

一、工作面上、下安全出口支护

上、下安全出口均为：

长3m，宽1m，高1.8m，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，交替迈步前移，棚距0.6m，支柱初撑力达到55KN以上。

工作面运输机机头与运输巷搭接处，上付巷上帮、下付巷下帮要架设一对4mπ型钢梁抬住上付巷上帮、下付巷下帮梁头，随工作面推进，一梁三柱交替迈步前移。

二、上付巷、下付巷支护

工作面上、下付巷均采用2.8m（梁）×2.6m（腿）工字钢对棚支护。

工作面下付巷、上付巷超前支护使用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，柱下穿铁鞋或站道木，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,支柱初撑力大于50KN。

附：

工作面支架布置图

三、采空区处理

本工作面采用全部垮落法处理采空区，人工回柱放顶，最大控距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在一起，形成对子棚，并把舍帮用荆笆、椽子挡好门，防止矸石、顶煤流出。

第四节爆破设计

炮眼布置参数：

眼深1.2m，腰眼、底眼距均为1.2m，腰眼距顶板0.8m，底眼距底板0.3m，垂直眼距0.9m，底眼下扎角0～5°，炮眼与煤层的夹角为75～80°。

1、装药量：

腰眼装200g（一卷药），底眼400g（2卷药）。

2、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。

3、毫秒雷管秒量与段识别标志：

（表5）

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

4、联线方式：

串联。

5、起爆长度：

根据工作面情况一般不超过5m。

6、超爆顺序：

腰眼2～5段，底眼1～4段，依次起爆。

见联线方式图：

表613211工作面放炮装药量表

炮眼名称

眼深（m）

眼底（m）

长度（m）

药量（Kg）

眼数（个）

总药量（Kg）

上

出

口

腰眼

1.2

0.2

0.4

底眼

1.2

0.4

1.2

下

出

口

腰眼

1.2

0.2

0.4

底眼

1.2

0.4

1.2

开

帮

眼

腰眼

1.2

68.2

0.2

底眼

1.2

68.2

0.4

循环药量

39.2.Kg/循环

说明

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按措施适当增减。

局部煤质较硬时适当增加药量，顶板破碎及煤质松软时，要减少装药量，减少腰眼个数或不装腰眼。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

（一）设备

设备选型配备表见表7。

表7设备选型配备表

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-40T

2×40KW

工作面切巷

可弯曲刮板运输机

SGW-40T

2×40KW

下付巷

可弯曲刮板运输机

SGW-40T

2×40KW

下付巷

胶带运输机

SGW-65X

2×40KW

运输巷

胶带运输机

SGW-65X

2×40KW

运输巷

可弯曲刮板运输机

SGW-40T

2×40KW

皮带机头

乳化液泵站

XRB2B（A）-80/200

37KW

泵站

煤电钻

ZMS-1.2B

1.2KW

工作面

（二）煤的运输

工作面切巷采用一部SGW-40T型可弯曲刮板运输机，其运输能力是150t/h。

下付巷采用二部SGW-40T型可弯曲刮输送机，其运输能力均是150t/h。

。

按工作面最高峰出煤量计算：

Q＝4.2×71.5×85%×80%×1.35×1/6=50（t/h）

总运输能力按机械设备的最小运输能力计算为100t/h.故运输设备能够满足采面运输要求。

（三）运煤路线

13211工作面→13211下付巷→南翼运输下山→南翼辅助运输巷→三部皮带巷→上仓皮带联巷→主斜井→地面。

（四）辅助运输路线

平地料场→主斜井→井底联巷→回风巷→回风联巷→南翼辅助运输巷南段→南翼轨道下山→13211风桥→13211上付巷→工作面。

附：

工作面运输系统图

第二节“一通三防”与安全监控

一、通风系统

（一）风量计算

1、按瓦斯涌出量计算

Q涌=Q沼×K/C=2×1.5/0.01=300（m3/min）

式中：

Q沼——绝对瓦斯涌出量，平均2m3/min；

C——采煤工作面最高允许瓦斯浓度，取1%；

K——采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.5。

2、按采面同时工作最多人数计算

Q人=4N=4×70=280（m3/min）

式中：

4—以人为单位的供风标准4m3/min

N—工作面同时工作的最多人数，按70人计算。

3、按最大药耗量计算

Q药=25A=25×4（0.2+0.4）=60（m3/min）

式中：

A—采面一次放炮的最大炸药消耗量Kg，取以上三项中最大值为该面的风量：

Q=Q涌=300m3/min

4、风速验算

V=Q/S=300/4÷60=1.25m/S

经验算，0.25m/S＜V＜4.0m/S符合《煤矿安全规程》要求，所以，工作面风量暂定为300m3/min

（二）通风路线

新鲜风流：

主斜井→皮带下山→南翼辅助运输巷→南翼运输下山→13211下付巷→13211工作面。

乏风流：

13211工作面→13211上付巷→13211风桥→南翼轨道下山→回风联巷→回风巷→地面。

附：

工作面通风系统图

二、防治瓦斯

（一）瓦斯检查

1、工作面配备专职瓦检员，负责瓦斯检查工作，瓦斯检查每班必须检查三次，第一次检查时间在接班后1.5小时内进行；第二次检查时间在班中前后1.5小时内进行，最后一次检查时间为本班到点前1小时。

2、工作面瓦斯涌出异常时，必须随时检查瓦斯浓度，及时汇报。

3、一班三检结果必须及时汇报，并认真填写在瓦斯牌板上并签字。

4、当班班长、跟班队长必须携带便携式瓦检仪上岗，配合瓦检员做好瓦斯检查工作，并将便携式瓦检仪悬挂于工作面回风流上隅角。

5、各检查人员发现瓦斯超限后，必须及时通知工作面并立即停止生产，切断电源，撤离人员，进行处理。

（二）瓦斯监测

工作面投产前，按设计安设两部甲烷传感器，一部甲烷传感器设置在工作面13211下付巷距下切巷安全出口5-10m处，另一部设置在回风流13211上付巷距回风口以里10-15m处，报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度<1.0%。

断电范围为采煤工作面及其上、下付巷的所有非本质安全型设备。

要求瓦斯电闭锁装置动作灵敏、准确，并按规定进行标校，保证断电功能可靠。

瓦斯报警或瓦斯断电后必须立即停止工作，切断电源，撤离人员，进行处理。

待瓦斯浓度降到安全范围后，经瓦斯检查员确认，方可送电，恢复生产。

三、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

平地静压水→主斜井→井底→南翼辅助运输巷→南翼辅助运输巷→南翼运输下山→各洒水点及水幕。

（二）隔绝瓦

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