新编6113工作面作业规程.docx
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新编6113工作面作业规程
长沙矿业有限公司五亩冲煤矿
采煤工作面作业规程
工作面名称：
6113下工作面
编制人：
刘立霞
施工队组：
39队
总工程师：
欧文毅
矿长：
李文清
编制日期:
二〇一四年三月
矿部门及领导审批签字
地质办：
谈春雷2014.2.21.
通风办：
容建章2014.2.25.
生产科：
杨志2014.2.25.
机电科：
蔡曙超2014.2.27.
安全科：
贺全锋2014.2.28.
机电矿长：
李汉良2014.2.28.
生产矿长：
孙宏伟2014.2.28.
安全矿长：
彭红桂2014.2.28.
总工程师：
欧文毅（意见附后）2014.3.5.
矿长：
李文清2014.3.6.
矿领导审批意见
1、第一章第二节煤层情况表中、煤层产状走向可省去，应增加煤层倾角多少度。
2、第一章第二节中、发热量一栏单位错误，要修改。
3、第一章第四节中、本工作面无向斜，应删去，上引巷应改为下引巷。
图纸部分的上、下引巷也要做修改。
4、第二章第二节采煤工艺中的反向装药，应改为正向装药。
5、第二章第二节中、工作面循环生产能力计算有误，应做修改。
6、第四章第二节中，按炸药量计算风量中，炸药量取值不统一，应修改。
7、第四章第二节防尘与供水施救系统中，应明确三通安装位置。
8、第四章第五节压风自救系统安装说明中，应明确上、下引巷各安装一路。
9、第五章第二节主要技术经济指标表中，应根据循环产量计算，再对其他部分进行修改。
10、第七章第二节顶板中，第四条竹帘与竹帘之间必须用铁丝搭接牢固，第五条当工作面陡坡采煤移梁架棚要从下往上进行，而不是从上往下，应修改。
11、第七章第五节瓦斯检查中，“每班至少检查5次”应为2次。
12、第八章避灾路线要求针对上、下引巷更改后重新修改。
13、部分内容错别字现象按改动的修改。
14、供电系统图中日期栏“14.20”不知是何意思，应改正。
2014.3.5.欧文毅
目录
第一章概况6
第一节工作面位置及井上下关系6
第二节煤层6
第三节煤层顶底板7
第四节地质构造7
第五节水文地质8
第六节影响回采的其他因素9
第七节储量及服务年限9
第二章采煤方法10
第一节采煤方法及巷道布置10
第二节支护设计11
第三节采煤工艺电缆13
第四节设备、材料配置17
第三章顶板管理18
第一节工作面顶板管理18
第二节工作面上、下引巷及端头顶板管理23
第三节矿压观测25
第四章生产系统26
第一节运输26
第二节一通三防与安全监控26
第三节排水28
第四节供电29
第五节压风、通信、照明29
第五章劳动组织和主要经济技术指标32
第一节劳动组织32
第二节主要技术经济指标32
第六章煤质管理34
第七章安全技术措施35
第一节一般规定35
第二节顶板37
第三节防治水38
第四节爆破40
第五节一通三防措施43
第六节运输48
第七节机电51
第八节其它52
第八章应急措施及避灾路线57
附件、附图表：
1、公司批复红头文件、矿井会审意见（原件由编制部门附作业规程之后存档用）
2、作业规程附图
3、作业规程贯彻、复学登记表
4、作业规程考试成绩登记表
5、作业规程（措施）发放登记表
6、复查登记表
7、采煤工作面投产前验收表
8、地质说明书
9、探放水措施、工作面初采初放、过断层或老巷、串联通风等专门
安全技术措施
10、其它
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
6113下工作面位于61采区-408m皮带巷一上山与-408m西皮带巷一上山之间。
该工作面所采煤层为下分层，工作面具体位置及井上下关系。
见表1
表1
水平名称
-350水平以上
采区名称
61采区
地面标高
+130m～+150m
井下煤层底板标高
-405m～-375m
地面的相对
位置
地表位于黄金塘附近。
回采对地面设施的影响
地表区域范围内，无大的水系,无大的建筑物，只有几户农舍，几口山塘，以丘陵山地为主。
井下位置及相邻关系
6113下工作面西南方向为39队6116下工作面已采区，西北有36队6109下工作面在回采，东有煤四队在掘进6114备用工作面，各队之间相互无影响。
走向长度（m）
115
倾斜长度（m）
80
面积
（m2）
9200
第二节煤层
一、煤层赋存情况
本工作面开采的煤层为下分层，通过地质资料与探煤资料分析，煤层赋存情况如下：
表2煤层情况表
可采厚度（m）
1.8
结构
简单
（倾角）°
10～12
开采煤层
2煤
硬度（f）
1～1.5
煤种
1/3焦煤
稳定
程度
较稳定
煤层结
构描述
煤层结构简单，较稳定，但煤层中有夹矸和分叉现象，局部有薄煤层条带。
煤层产状；倾向350○。
倾角11○
二、根据邻近工作面煤质化验资料，本工作面煤层为低灰、富硫、高发热量、着火点偏低的1/3焦煤肥煤，是优质动力用煤。
表3煤质指标情况表
水分（Mad％）
灰份
（Ad％）
挥发份（Vdaf％）
发热量cal/g
全硫（％）
容重
t/m³
硬度
f
工业牌号
1.44
9.94
30.83
5600
3.04
1.4
1-1.5
1/3MJ
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况，详见表4。
表4顶底板情况
顶、底板名称
岩石名称
平均厚度
（m）
特征
老顶
长兴岩
>200
灰色,层理清晰,节理发育
直接顶
泥岩、
粉砂岩
16.4
黑色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，粉砂岩互层，富含菱铁矿、黄铁矿结核，层理清晰，属一级顶板。
直接底
粘土泥
0.44
灰白色或黄褐色粘土岩，具有可塑性，滑感，遇水膨胀。
老底
茅口灰岩
300
灰白色，巨厚层状，岩溶裂隙发育。
工作面地层综合柱状图见后附图1所示。
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响；
工作面共揭露二条正断层，分布在工作面东、北方向，工作面设计时将两断层排于工作面之外。
上引巷（北）为F60派生正断层，工作面切眼东（切眼外）为F59正断层，断层具体参数见下表：
：
表5断层参数
断层名称
走向
（○）
倾向
（○）
倾角
（○）
性质
落差
（m）
对回采的影响
F59正断层
240○
150○
65○
正断层
5～15
工作面切割眼之外
F60派生正断层
260○
170○
50○
正断层
2～3
工作面上引巷之外
二、断层对回采的影响
㈠、工作面在布置设计时，虽然将两断层排于工作面上引巷与切眼之外。
但由于断层的牵引，特别是F60派生正断层造成了工作面上引巷段内小断层，小陷落柱发育，底板高低起伏不平，局部煤层变薄等现象。
东边切眼地段的F59正断层对工作面影响甚小。
㈡、当工作面机尾开尖采煤向前推进15米左右，遇F60派生正断层影响造成下引巷的第一个2米高的（斜坡）坎，机尾推进至40米左右时，遇F60派生正断层影响造成的下引巷第二个2米高的（斜坡）坎，两个坎最高点与最低点有5～6米左右落差，使下引巷形成一陡坡，机尾一直从低往高上坡推进，进入该段采煤必须要制定工作面陡坡采煤的相关安全技术措施，并严格按措施作业。
三、工作面运输巷、切眼、回风巷素描图见后附图2所示。
第五节水文地质
本工作面周边大巷标高在-408m，煤层底板标高最低与最高均为-405m～-375m。
根据大巷附近周围的与上分层采掘情况观测，底板水疏干。
工作面只有局部有稍许老巷水，开采过程如果发现有涌水迹象时,要坚持“预测预报、有疑必探,先探后掘，先治后采”的原则。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他因素，
表6
瓦斯矿井
根据2013年矿井瓦斯鉴定结果，矿井瓦斯绝对涌出量为3.31m3/min，相对瓦斯涌出量为3.03m3/t。
本工作面瓦斯涌出量为0.22m3/min。
煤尘爆炸指数
煤尘爆炸指数为31.03%，具爆炸危险性。
煤的自燃性
煤层具有自燃发火倾向性，发火期为2至6个月。
地温危害
无
应力集中危害
无
第七节储量及服务年限
一、储量：
地质储量；115m×80m×1.8×1.4t=2.3万t
可采储量：
115m×80m×1.8×1.4t×93%=2.1万t。
二、采煤工作面服务年限：
工作面服务年限=可采储量÷日计划产量（t）÷月工作日（30天）=21000÷242÷30＝2.9个月。
第二章采煤方法
第一节采煤方法及巷道布置
一、采煤方法
本工作面选用倾斜分层走向长壁后退式开采，采用DW20-100单体液压支柱配HL-2600π型梁走向支护炮采工艺。
二、采高及支护方式选择
㈠、本工作面为下分层煤，采高控制在1.8m左右，循环进度0.8m。
㈡、根据采高与工作面煤层赋存状态、顶底板岩性以及所选的支护材料（DW20-100单体液压支柱配HL-2600π型钢梁走向支护）确定。
注:
支柱规格选择
㈠、支柱最大高度计算：
最大高度；2.0-0.1=1.9m
㈡、支柱最小高度计算：
最小高度；1.8-0.1-0.225-0.05=1.425m
Mmax——工作面开采范围内的煤层最大采高，2.0m；
Mmin——工作面开采范围内的煤层最小采高，1.6m；
c——顶梁的厚度，c=0.1m；
△SX——顶板在最大控顶处的平均最大下沉量，m；
最大下沉量=0.05×1.5×3.4=0.225m
η——顶板下沉系数，取0.05；
L1——工作面顶板最大控顶距，3.4m；
s——活柱最小安全回柱行程，一般取0.05m。
三、采区主要巷道及工作面巷道布置概况
工作面采用走向长壁布置，下引巷长140米，上引巷长90米，切眼长80米。
上、下引巷采用的工字钢梯形棚子支护。
切眼为2米单体液压支柱配2.6米π型钢梁走向支护。
上下引巷巷道顶腰净宽为1.6米,跨脚净宽为2.45米,净高为1.9米,巷道净断面为3.9m²，符合工作面通风、行人、运输等要求。
四、具体巷道布置及工作面位置见后附6113（下）工作面布置平面图3。
第二节支护设计
一、单体支护强度计算
㈠、采用经验公式计算支护强度：
Pt＝9.81×h×γ×k
=9.81×1.8×2.5×8=353.16kN/m2
式中：
Pt——工作面合理的支护强度，kN/m2
h—工作面采高，m
γ—顶板岩石重力密度（比重）t/m3,一般取2.5t/m3
Rk—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倍，本工作面取8。
㈡、单体支柱的实际支撑力
Rt=Kg×KZ×Kb×Kh×Ka×R
=0.99×0.95×0.92×1.0×1.0×300
=259.578KN/㎡
式中：
Kg—支柱工作系数，一般取0.99；
KZ—支柱增阻系数，一般取0.95；
Kb—不均匀系数，一般取0.92；
Kh—采高系数，一般取1.0；
Ka—倾角系数，一般取1.0；
R—支柱额定工作阻力，取300KN。
㈢、工作面合理的支护密度计算：
N=Pt/Rt
=392.4/259.578=1.512根/㎡
式中:
N—支柱密度，根/m2。
Rt—支柱实际支撑能力，kN/根。
㈣、工作面实际支护密度：
按最大控顶距3.4m,最小控顶距2.6m，计算：
工作面机头段采用为二梁八柱支护，其它地段为二梁五柱支护。
梁距为0.35m计算得：
n=5/（3.4m×0.7m）=2.1根/㎡＞1.512根/㎡
n=5/（2.6×0.7m）=2.75根/㎡＞1.512根/㎡
n＞N，支护密度可行。
㈤、支柱与∏型梁计算
工作面所需∏型梁数量=工作面长度÷梁距＋备用10%＋两巷共40米联锁根数。
80÷0.35=229＋29＋40=298根。
工作面所需支柱数量=∏型梁数量（二梁五柱）＋备用10%＋两巷联锁120根数。
229×2.5=571＋57＋120=748个。
㈥、支护的选择
通过以上计算，选择DW20-100单体液压支柱，HL-2600π型钢梁，按支护高度1.8m,棚距0.8m，梁间距0.35m，符合支护强度要求。
二、乳化供液系统
㈠、液压泵站安装在地面，采用集中供液，在地面安装XRB2B乳化液泵2台，乳化液箱2台，变频调速装置2台，一台正常工作，一台备用。
乳化液泵应安装检测仪器，检测乳化液浓度：
乳化剂3%-5%的液体。
地面至-100m大巷的主供液管路采用直径54mm×5的无缝钢管，-100m以下采用直径32mm×4的无缝钢管，接至各采面进回风上山车场内，再由各队组用直径25mm的主胶管和直径16mm支胶管，接至上引巷→工作面，接进工作面的各管路必安装测压表与开关，检测压力达15MPa。
㈡、供液系统：
地面液压泵站集中供液→副井井口→-100m井底→-100m西大巷→51人车井→-350m运输大巷→-350m一联络巷→350m主皮带巷→-430m皮带井→-430m皮带巷→-430m南皮带巷→-408m西皮带巷一上山→工作面。
三、供液系统安装使用规定：
㈠、泵站设备的维修管理由机电科检修负责，泵站的清洁和管路维护由施工队负责。
㈡、泵站司机必须由经过培训取得合格证的人担任。
持证上岗，严格执行操作规程及交接班制度；必须配带乳化液浓度计，且认真填写乳化液浓度检查记录和泵站运行记录。
㈢、泵站压力不得低于15MPa，乳化液浓度达3～5%，有配比和检测手段，配液用水为中性水泡油型，泵箱必须有过滤网，正常情况下油箱盖不打开。
㈣、泵站的自动给液装置应配备齐全、完好，严禁开空泵。
液压管路无滴、漏液现象，密封圈和回液管损坏后及时更换
㈤、泵站司机开泵前，要先检查乳化液泵站、水箱和液压系统各零部件的完好情况，达不到完好标准不准开泵。
若在泵站运行中发现声音不正常，则严禁开泵，并及时报告调度室派人处理。
㈥、泵站压力由检修工调校，其他人员不得随意调整，若有损坏及时修复，更换液压管或液压管密封圈时，应停泵或关闭断路阀。
第三节采煤工艺
一、采煤工艺
爆破采煤工艺，简称“炮采”。
其工艺过程主要有：
破煤、装煤、运煤、支护、采空区处理等。
㈠、破煤：
爆破落煤为主，手镐落煤为辅。
爆破落煤的生产过程包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。
㈡、装煤：
放炮崩落的煤一部分因爆破直接崩入溜子运走，其余的煤由人工装载。
㈢、运煤：
采用SGB420/22型溜子运煤。
㈣、支护：
采用DW20-100单体液压支柱配HL-2600兀型钢梁支护。
㈤、采空区处理：
全部垮落法处理采空区，主要工序是拨柱、移梁、支柱。
二、落煤设计
㈠、落煤方式：
爆破落煤。
㈡、炮眼为双排眼对眼布置。
正、俯、侧视图、炮眼布置图见图4所示。
㈢、装药结构和联线方式：
正向装药，串联联炮。
㈣、爆破说明书见表7
特殊地段；炮眼角度，一次爆破炮眼数量及装药量要视顶板岩性与煤质软硬和煤层黏顶情况而定。
表7：
爆破说明书
炸药种类
煤矿许用乳化炸药
雷管种类
煤矿许用毫秒电雷管
炮眼布置方式
双排眼对眼布置
装药方式
正向装药
顶眼距顶板的高度
500mm
底眼距底板的高度
300mm
顶眼间距
1000mm
底眼间距
1000mm
炮眼深度
850mm
每孔水炮泥个数
一个
每孔封泥长度
500mm
联线方法
串联
放炮器型号
MFB-50型
一次启爆长度
6～8m
一次启爆炮眼个数
12～16个
每小班启爆次数
6～8次
放炮母线长度
＞50m
眼号
炮眼
名称
装药量
炮眼角度（°）
雷管段号
启爆顺序
每孔筒
总筒数
数量（kg）
与水平面
与煤壁面
1
顶眼
1
80
16
70○
5～10○
4～5
分段起爆
2
底眼
2
160
32
70○
10～15○
1～3
分段起爆
合计
240
48
三、采煤工艺要求
工艺流程（注意：
放炮时必须撤出放炮地点内的所有作业人员）。
打眼运料移梁
安全确认→移柱→装药→放炮→洒水→修顶→架棚→退煤→移溜→放顶。
运料移柱支柱
㈠、煤破落煤工艺要求
1、打眼：
采用MSZ-1.2KW的煤电钻打眼，1.0m麻花钻杆，从工作面中间向机头或机尾进行打眼。
顶眼位于采煤工作面上部，靠近顶板。
顶眼在垂直面上有仰角，一般为5○～10○。
眼底距顶板0.3m，眼距1.0m，装药量0.2kg/眼，如顶板不稳定时，则顶眼平行于顶板；底眼位于采煤工作面下部，靠近底板。
底眼在垂直面上有俯角，俯角为10○～15○，眼底距底板0.2m，眼距1.0m，装药量0.4kg/眼。
2、爆破：
使用三级煤矿许用乳化炸药（每卷200±10g，长20㎝，Φ32㎜）配合1～5段毫秒延期电雷管。
3、发爆：
用MFB50-2型电容式发爆器。
4、放炮母线大于50m，放炮顺序从机头向机尾方向依次放炮。
一次放炮长度，视顶板情况而定，但不得超过8m。
㈡、回柱放顶工艺要求
1、回柱放顶工艺过程
回柱放顶工艺并列在拔柱、支柱、移梁、架棚的工艺过程中，因此走向支护工艺省去了专门的放顶工序，在移梁、架棚、支柱的过程中，一次完成放顶。
2、回柱放顶方法和顺序
采用人工配合拔柱器回柱，从下往上，由里往外依次逐段逐架进行：
升中点子→挂竹廉→挂拨柱器→关挡矸帘→卸老塘侧支柱→拔柱→移柱→升柱。
㈢、回柱放顶工艺规定和安全注意事项
1、回柱放顶前，全面检查工作面施工地段的支护情况，确认安全后再拔柱。
先在要拔支柱的那根兀型梁下，升一根支柱，再挂拔柱器，关好挡矸帘，再卸柱并拔柱，拔出支柱后马上升柱。
2、回柱时，作业段顶板压力增大，必须沿煤层倾向抬扁担钳子加强支护。
3、回柱放顶，由分段作业的每套大小工完成，卸柱应站在中点子一控操作。
挡矸帘要关严背密，做到老塘不漏矸。
4、材料回收率：
支柱与兀型钢梁的回收率必须保证100％。
遇地质变化时，其单体丢失率不得高于1.0‰/月，π型钢梁的丢失率不得高于1.0‰/月。
5、回柱放顶与其它工序平行作业间距大于15m，放炮时必须停止一切工作。
工作面切顶线必须齐直，尾巷与工作面切顶线要求所留倒硐不得大于1.0m，尾巷支架用单体液压支柱配兀型钢梁抬走向棚支护，随工作面推采而前移。
㈣、支护工艺要求
1、顶梁设置：
采用HL－2600兀型钢梁配合DW20－100型单体液压支柱抬走向棚支护顶板，二梁五柱，正悬臂，齐梁直线柱布置，主梁3柱，副梁2柱。
2、移梁顺序和方法：
自下而上，逐棚逐根移梁，先移副梁，再移主梁。
3、煤壁护帮方式：
打贴帮柱，关竹帘、毛柴、杂木棍背帮。
4、护顶材料：
顶板较好时，采用单层竹帘、毛柴护顶；顶板较碎时，采用双层竹帘、毛柴、杂木棍、竹标尖、半圆木或圆木背顶。
5、护顶方式：
顶板较破碎时，沿煤层倾向，用长1.4～2.0m圆木或半圆木配合单体液压支柱架临时棚，支护顶板后，再移梁支柱。
㈤、运煤工艺要求
1、工作面采场安装5台22型溜子，其中上引巷安装3台，工作面切眼安装2台，工作面爆破落下的煤通过工作面溜子经下引巷溜子运至工作面煤斗，至-408m西皮带巷一煤斗，进入-430皮带巷，由JSP-800型皮带运输机运至机斗至地面。
2、工作面溜子安装要求：
溜子必须安装稳固，机头与机尾搭接牢固，机头垫高0.3m，防止带回笼煤。
且机头、机尾均应用材径不小于14㎝的，长1.6～2.0m的坑木梁打足压柱，防止溜子机机尾拱起。
3、工作面溜子随工作面推采而向前推移，采用单体液压支柱移溜，移溜顺序：
机头往机尾移，或从机尾往机头移，移溜时必须停开溜子，关好电源，溜子要移平移直。
引巷溜子推工作面推采而缩槽板回撤，机尾落后采面切顶线距离不得大于1.0m。
4、工作面浮煤、老塘煤必须清理干净，老塘浮煤积压不得大于0.1m厚，必须提高资源回收率。
四、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×r×C
=80×0.8×1.8×1.4×93%
=150t
式中：
W----正规循环生产能力，t；
L----工作面长度，m；
S----正规循环推进长度，m；
h----采高，m；
γ----煤的容重，t/m3；
C----工作面采出率，93%
经计算，工作面正规循环生产能力为150t。
第四节设备、材料配置
一、设备配置表：
表8
序号
设备名称
型号
单位
数量
备注
1
电煤钻
MSZ-1.2
台
2
1台备用
2
放炮器
MFB-50
台
3
三班各一个
3
溜子
22型
台
3
电机、减速机至少有一台备用
4
馈电开关（EX）
KBZ-200
台
4
备用一台
5
电磁开关
QBZ-200
台
4
备用一台
6
回柱绞车
JH2-5
台
2
备用一台
7
煤电钻综保
ZBZ-4.0M
台
2
备用一台
二、材料参数表：
表9
项目
支柱型号
顶梁型号
垫筒
棚距
梁距
参数
DW20-100
HL-2600
mm
mm
mm
2000×200×50
800
350
项目
支护密度
支护强度
初撑力
名称
规格
根/m2
KN/m2
KN
竹帘
2000x800mm
1.512
260
≥90
杂木棍
长1000mm，Φ≥30mm
参数
油缸直径
100mm
尼龙绳
16号（作安全保险绳用）
额定承载力
30t
毛柴
若干捆
坑木（2.0m）
Φ≥12cm-14cm
边木（2.0m）
Φ>10cm
长杠子（3.0-4.0m）
Φ>14cm
工作面设备布置示意图见图5所示。
第三章顶板管理
第一节工作面顶板管理
一、工作面顶板管理方法
我矿顶板属
类一级顶板，顶板破碎，易垮落。
直接顶随采随落，易充满整个采空区，老顶来压周期不显著。
采用全部垮落法管理顶板。
控顶方式为“三四排控顶”。
二、正常生产时期顶板支护方式
采用单体液压支柱配π型钢梁走向支护，齐梁均列式布置，2梁5柱支护顶板，采四回一。
最大控顶距3.4m，最小控顶距2.6m，放顶步距0.8m，工作面控顶距管理示意图见后附图15。
三、工作面支护质量规格及要求
㈠、工作面支护必须打成直线，±偏差不得超过100mm。
排距为0.8m，±偏差不得超过100mm。
梁距为0.35m±偏差不得超过50mm。
㈡、工作面机头四对八梁必须按规定要求支护到位。
㈢、工作面进、出口上，下引巷20m∏型梁配单体的联锁支护按规定要求到位。
㈣、工作面上、下引巷出口高度≥1.8m，宽度≥0.8m引巷高度≥1.8m，腰宽≥1.8m。
㈤、工作面空顶面积
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