高档普采作业规程.docx

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高档普采作业规程

编号：

轩采080404

刘家梁矿213区2134-2工作面

作业规程

工作面名称:

2134-2工作面

编制人：

施工负责人：

总工程师：

批准日期：

2008年12月16日

执行日期：

2009年01月16日

目录

会审综合意见

开采技术论证

第一章概况1

第一节工作面设置及井上下关

第二节煤层

第三节煤层顶底板

第四节地质构造

第五节水文地质

第六节影响回采的其它因素

第七节储量及服务年限

第二章采煤方法3

第一节巷道布置

第二节采煤工艺

第三节设备配置

第三章顶板管理5

第一节支护设计

第二节工作面顶板管理

第三节运输巷、回风巷及端头顶板管理

第四章生产系统7

第一节运输

第二节一通三防与安全监控

第三节供水排水

第四节供电

第五节通讯照明

第五章劳动组织主要技术经济指标表10

第一节劳动组织

第二节主要技术经济指标表

第六章煤质管理11

第七章安全技术措施

第八章灾害应急措施及避灾路线17

作业规程学习和考试记录

作业规程复审记录

作业规程贯彻记录

会审综合意见

会审单位及人员签字

总工程师：

年月日

生产矿长：

年月日

安全矿长：

年月日

生产副总：

年月日

机电副总：

年月日

安全副总：

年月日

生产科：

年月日

安监站：

年月日

地质科：

年月日

调度室：

年月日

企管科：

年月日

机电科：

年月日

劳资科：

年月日

煤运站：

年月日

通风区：

年月日

供应站:

年月日

会审综合意见:

　　1、受2132-2工作面及2136-1工作面采动影响，工作面进回风顺槽压力大，应及时加强维护。

2、根据进回风顺槽揭露，工作面局部煤层较低，需根网开采，遇煤层变溥时应制定专项措施。

3、根据工作面回进风巷,切眼掘进揭露，进风巷260米处揭露一条落差2.0米的断层，走向为82°，沿伸入工作面；过断层时必须对断层上、下盘各15米范围内加强支护，在距断层线上、下两侧1米处各打一个木垛，随采面推进每割二刀架设一排木垛，同时在加强支护范围内，要在常规对梁间加支一架一梁三柱的支架。

为防断层处采空区顶板先行垮落摧毁控顶区支护。

必须在加强支护范围内的切顶排补柱距为200mm的密集点柱，并架好防倒戗棚。

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称

+965水平

采区名称

213采区

地面标高

+1342--+1382m

井下标高

+1118--+1144

地面的

相对位置

地面位于后洞河谷西南侧黄土丘陵处，地表均为黄土覆盖，盖山厚度220m—250m，地表无其他建筑物

回采对地面

设施的影响

回采后将对地表面形成不同程度塌陷和裂缝

井下位置及

与四邻关系

2134-2工作面位于西二采区上煤组轨运上山之西，西至刘焦两矿边界线，上覆2134-1采空区。

上部为2132采空区，下部为2136-1采空区，左边为2133-1工作面

走向长度m

350

倾斜长度m

110

面积㎡

38500

第二节煤层

表2煤层情况表

煤层厚度m

1.8~2.7

2.3

煤层结构

简单

煤层倾角（°）

3~11

6

煤层硬度

f=3

开采煤层

2#煤

煤种

1/3焦煤

稳定程度

稳定

煤层情况描述

该工作面煤层走向大致为200°~230°，煤层倾角是3°-11°，平均6°。

根据回进风巷揭露：

2#煤层赋存稳定，含夹石1—2层.夹石厚度为0.2—0.5m，夹石岩性以碳质页岩。

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

硬度

特征

老顶

砂岩

4.0m

5~6

灰白色中细砂岩

直接顶

金属网假顶

5.0m

3~4

易冒落

煤层

2.3m

2~3

直接底

白色砂岩

4.5m

5~6

灰白色中细砂岩

老底

中粗砂岩

3.1m

3~4

灰色质硬节理发育

附图1：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

根据工作面回进风巷,切眼掘进揭露，进风巷260米处揭露一条落差2.0米的断层，走向为82°，沿伸入工作面，该断层在对工作面正常回采有一定的影响回采时应加强注意。

第五节水文地质

一、工作面涌水量

正常涌水量：

0.08m3/min

最大涌水量：

0.19m3/min

二、含水层（顶部和底部）分析

工作面水文地质条件简单，主要充水因素为断层裂隙水,及雨季地表水经断层等通道进入工作面.在回采过程中加强水文地质工作。

发现涌水，应及时与有关单位联系解决，以防发生事故。

三、其它水源的分析

工作面无其它涌水。

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质情况

瓦斯

绝对瓦斯涌出量：

2.2m3/min相对瓦斯涌出量：

2.6m3/T

CO2

煤尘爆炸指数

29.7%——37.5%

煤的自燃倾向性

煤层有自燃倾向性自燃发火期为3-6个月

第七节储量及服务年限

工业储量：

322×140×1.44×2.0=102009（T）

可采储量:

102009×95%=96909（T）

回采率:

以95%计算。

可采期:

根据工作面储量，本工作面可采期为6个月。

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

回风巷通过2134回风车场（原2132进风车场）与轨道上山相连，进风巷与皮运上山相通，经进风车场与轨道上山相连，形成独立系统。

二、工作面运输巷、回风巷

工作面运输巷，回风巷采用梯形木棚支护，断面为4.4㎡。

三、工作面开切眼

工作面切眼长110m，净断面为4.4㎡,梯形木棚支护。

附图3：

工作面位置及巷道布置图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

1.采煤方法：

采用走向长壁倾斜分层全部垮落后退式高档普采金属网假顶采煤法。

本工作面为下分层，采高2.0m,循环进度0.6m；不得留顶煤开采。

本工作面采用DY-150型单滚筒采煤机落煤，用右旋滚筒装煤，工作面采用SGW-150C型可弯曲刮板输送机运煤，顺槽用一部SGW-80型可弯曲输送机搭接SPJ-800落地皮带运煤，工作面用DZ-22型单体液压支柱和2.6m长的∏型钢梁支护顶板（上下缺口用3.2m长∏型钢梁）,使用液压推溜器推溜,人工清理浮煤,实现工作面的采、装、运、支各工序。

　2.采煤机\输送机\单体液压支柱的主要的技术参数

（1）DY-150型采煤机

滚筒直径:

1.25m截深:

0.6m

适于采高:

1.3-2.5m适应倾角:

≤30°

（2）SGW-150型刮板输送机

最大输送量:

250T/H电机功率:

2×75KW

链破断拉力:

41T适于电压:

660/1140V

中部槽规格:

1500х630х1900MM

（3）DZ-22型单体液压支柱

支撑高度:

2.2m工作阻力:

300KN

初撑力:

90KN油缸直径;100㎜

底座面积:

109㎝2

二.落煤方式

1、采煤机落煤与进刀方式（附中部斜切进刀示意图）

采煤机割煤方式为“∞”字形割煤。

进刀方式为中部斜切进刀,进刀地点在工

作面中部,但根据实际情况可靠前或靠后。

采煤机从工作面中部割顶刀煤至下缺口处，翻转弧型挡煤板向后牵引，割前半部分底刀煤，并继续向后牵引割后半部顶刀煤，至上缺口，翻转弧型挡煤板向下缺口牵引，割后半部底刀煤，此时前半部分溜子已推向煤邦，采煤机沿刮板输送机弯曲段逐渐斜切进刀。

然后把后半部分溜子推向煤邦。

这样就完成“∞”形字割煤的全过程，然后再进行下一个循环。

（详见进刀方式示意图）

2．工作面上下缺口的落煤

工作面上缺口长5-7m，下缺口长2-3m，工作面上下缺口采用人工打眼放炮的方法打出，炮眼采用五花眼布置（各参数见附图）放炮时警戒距离不小于50m，放炮前后在距放炮地点20m之内必须洒水灭尘，放炮人员必须持证上岗，严格执行“一炮三检”和“三人联锁”制度及通风区的有关要求，并必须采用正向爆破；装药及联放炮只准放炮员一人操作，一次最多联三炮，一次放炮距离不得大于2m。

打眼、装药及联炮时停开采煤机和工作面溜子，放炮前必须将缺口处的支架加固好，并将电缆，电机等设备加以可靠的保护。

三．装、运煤及移溜

1．装煤由右旋滚筒配合弧型档煤板装煤，机道及工作面上下缺口的落煤，人行道等内的浮煤由人工清理装入刮板输送机，进入上下缺口及机道内清煤应先进行敲帮问顶，并必须在有支护的条件下进行，清煤时必须停开采煤机及刮板输送机。

2．运煤　　

2134-2工作面（SGW-150可弯曲刮板输送机）—→2134-2进风巷（一部SGW-80型可弯曲刮板输送机搭接SPJ-800落地皮带）—→西二采区上煤组运输上山（一部SPJ-1000落地皮带）—→西二采区溜煤眼—→西二采区运输平巷（二部SPJ-1000落地皮带）—→西采上煤组皮带下山（SPJ-1000落地皮带）—→西采上煤组皮带运输平巷（SPJ-800吊挂皮带）—→西采上煤组煤仓（容量为1200T）—→西大巷（三吨底缷式矿车）—→井底车场—→主井（箕斗）—→地面

3．移溜

移溜采用液压推溜器推移，推溜器在工作面每隔6m安装一台，机头机尾各安

装2-3台，移溜时输送机弯曲部分不得小于15m，横向弯曲度不得大于3°-5°，推溜器应与溜槽本身保持垂直，采煤机前半部分溜槽,滞后采煤机15m从机头开始依次顶溜，一直至采煤机进刀处，但移机头时需停开采煤机及工作面溜子，松开机头压柱，将机头移过，再将机头压柱打好，然后再向后顶溜；当采煤机割完后半部分煤，采煤机斜切进刀，滚筒全部进入煤壁后，从中间向机尾依次顶溜，当距机尾20m时，停开采煤机及工作面溜子，松开机尾压柱，再向机尾依次顶溜，移过机尾后，重新将机尾压柱打好。

禁止从两头向中间顶溜。

顶溜前将顶溜器活塞行程缩到最小，并打好戗柱，角度为75°，迎向落山，工作面溜子要做到平、稳、直。

四．工作面正规循环生产能力

（一）．循环作业形式

1、循环方式：

循环进度：

0.6m每班正规循环次数为2个,

循环产量:

110×0.6×2×1.44×0.95=181（T）

2.作业形式:

采用”三八”工作制,,一班检修，二班生产，综合工种分段作业。

第三节设备配置

　工作面采用DY-150采煤机割煤配合SGW-150刮板输送机运煤，顺槽采用SGW-80刮板输送机运煤，支护采用DZ-22型单体液压支柱配合∏型梁支护。

（1）DY-150型采煤机

滚筒直径:

1.25m截深:

0.6m

适于采高:

1.3-2.5m适应倾角:

≤30°

功率：

150KW　　　　　　　　牵引链:

∮22×86mm

牵引速度：

0-6m/min平均4m/min

生产能力:

390T/h电压:

660V

外形尺寸:

6200×954×1060mm重量:

12500Kg

（2）SGW-150型刮板输送机

最大输送量:

250T/H电机功率:

2×75KW

链破断拉力:

41T适于电压:

660/1140V

中部槽规格:

1500х630х1900㎜

（3）DZ-22型单体液压支柱

支撑高度:

2.2m工作阻力:

300KN

初撑力:

90KN油缸直径:

100㎜

底座面积:

109㎝2质量：

55Kg

适应煤层厚度：

1.7-2.2m

第三章顶板管理

1、工作面支护

工作面采用DZ-22型单体液压支柱与2.6m长的∏型梁成对错梁支护（上、下缺口用3.2m长的∏”型钢梁）。

对梁与相邻一对梁间中心距为0.9m,一对梁内梁与梁中心距为0.3m，梁头错距为0.6m,迈步距离为1.2m，支柱排距为0.6m。

工作面采用“四三四”排管理，一对梁内的支柱未割煤前为四排，从排上看为“二一二一”布置，一梁三柱，割顶刀煤移梁后未推溜时为三排，从排上看为“二二一”布置；割底刀煤推溜支架后恢复四排及“二一二一”。

第四排两滞后梁间加打一根戴帽密集柱，加强切顶挡矸，这样一对梁共包括七根柱。

2、联网

1）、工作面联网

割煤前应将工作面顶网联好。

铺网时倾向将网展开，长边对接，短边搭接30-35cm,用双股350mm长的14＃铁丝将网联起，每隔10cm联一扣，联网时采用“三扭一扣压辫式”联法。

在采煤机割顶刀煤前，将网联好卷起挂好，防止滚筒将网扯破，如发现网未挂好、必须立即停机挂好网后方可作业，如果将网扯破，必须立即停机、确认支架安全的情况下重新联补；如支架发生移动，必须立即停机，确保安全的情况下由外向里重新加固、支设，使之充分接顶。

当割过顶刀煤移梁时，将网展开，用钢梁托起，网与梁间背好破板。

2）、回、进风巷打超前支护时，必须沿进风巷上邦、回风巷下邦各铺一卷网，长边沿走向铺设，工作面的网必须与回进风巷的网联好，搭接长度为30-35cm。

3、移梁、支架与放顶形式

当采煤机割过顶刀煤时，滞后滚筒5-10m（顶板破碎时停开采煤机）追机移梁。

先将后置梁下第三、四排的支柱缷栽原位戴帽支起，至少在两个人的配合下将该梁前移1.2m支起；然后把密集柱前移1.2m支在该梁下，戴帽支柱前移0.6m作为密集柱，完成放顶工作，此时支柱成为三排；采煤机割过底刀煤推过溜子后，将原第三排戴帽柱（非密集柱）前移1.8m靠挡煤板支在前置梁下，现后置梁原靠档煤板支柱前移0.6m再靠档煤板支起，完成支架工作，工作面恢复四排支柱（附2134-2工作面支架布置示意图）。

对于构造带、层理节理发育区及顶板明显淋水区必须割一架停机支一架。

4、控顶距

工作面最大控顶距为4m,最小控顶距为3.4m,上下缺口处最大控顶距为4.6m,最小控顶距为4.0m

5、工作面及上下顺槽的行人路线

工作面人行道在第一排和第二排支柱间，上顺槽人行道走上邦侧避开溜子，严禁蹬溜；下顺槽避开设备车，严禁跨越设备车，上、下端头安全出口高度不小于1.6m,宽度不小于0.7m。

6、特殊支护

①、上下端头与四对八梁支护（附端头支护示意图）

工作面上下端头各用两根3.2m长的“∏”型钢梁交错成对迈步前移，一梁四柱各打两架台棚，对梁之间中心距为0.3m，梁头错距为0.6m，迈步距离1.2m，且不得大于1.2m，台棚距上顺槽下邦梁头、下顺槽上邦梁头各0.3m。

工作面溜子机头、机尾处均提前一个循环做出缺口，上缺口5-7m,下缺口2-3m。

工作面上、下缺口均采用四对八根3.2m长的钢梁成对交错使用，梁头错距为0.6m，迈步距离1.2m,第一对梁距上、下顺槽梁头各0.3m,对梁与相邻一对梁中心距为0.8m，一对梁中梁与梁中心距为0.3m；缺口处、前置梁下打两根柱，后滞梁下打一根柱，共12根柱呈双排，排距0.6m；行人侧支护与工作面相同，采用“四三”排管理，至少保持一梁四柱。

　　缺口处、回、进风顺槽放顶随采面放顶同时进行，切顶线与采面切顶线相齐，放顶方式与采面放顶相同。

回风顺槽放顶在上缺口处放完顶后进行，进风顺槽放顶在下缺口处放顶前进行。

进、回风顺槽放顶采用迈步交替前移方式移梁放顶，迈步距离不得大于1.2m,并且回收棚腿、棚梁。

放顶前必须对放顶工作进行全面检查，如有隐患必须处理好后再进行放顶工作。

放顶时，一人操作，一人观察顶板，保证放顶安全。

②、超前支护

工作面进、回风巷20m内加强支护，在距离工作面10m内支设双排支护，10—20m支设单排支护。

支设时用单体液压支柱配合长梁支护,要求一梁三柱。

　　③、密集柱

在靠落山侧的支柱线上，两滞后梁间支设一根戴帽点柱，加强切顶，支柱线与基本支柱线相齐。

　　④、戗柱

　　推溜时必须打好戴帽戗柱，角度75°，迎向落山，严禁将移溜器打在基本支柱上。

　　⑤、戗棚

　　落山存在悬顶且未达到强制放顶要求时要支设戗棚。

采用双腿戗棚，支在靠落山侧的支柱线内，支柱要打在预先挖好的柱窝内，柱窝深0.2m,戗柱角度75°,迎向落山，棚梁用2.2m长的圆木，戗棚中心距为3m。

各类戗棚在支设前，必须将基本支架升紧背牢，并要合理控制戗柱斜撑力，以防推倒基本支架。

必要时为增加切顶效果及基本支架稳定性，需要将戗棚处原切顶帽柱布置成三根一组的丛柱。

　　　⑥、初采、末采过程中及初次来压、周期来压期间沿工作面切顶线每隔5米将原有的戴帽点柱布置成三根一组的丛柱。

对于构造带、顶板破碎带以及开工前三位一体检查发现的不稳定区域都要把切顶线处的带帽点柱变为三根一组的丛柱,同时加打1.2m×0.6m的木垛接顶，木垛沿倾向间距不超过5米。

　7、乳化液泵站　

　　根据液压支架的供液压力和流量要求，选用无锡煤机厂生产RB-80/120型乳化液泵站，配套为两泵一箱，乳化液箱型号为XI0RX,主要技术特征：

　　型式：

三柱塞卧式往复泵

　　额定压力：

20Mpa

　　公称流量：

80L/min

　　电机功率：

37KW

　　回采时乳化液泵站工作压力:

≥18Mpa

8、支柱、钢梁数目及备用支护材料的堆放

　1）、支柱数

　　基本柱：

110×6/0.9=734根

　　回、进风巷超前支护柱:

（10+10）/0.75+2（10+10）/0.75=80

　　密集柱：

110/0.9=112根

　　端头台棚柱：

2×4×4=32根

　　移溜戗柱：

140×1/6+2×2=28根

　　支柱总数：

734+80+112+32+28=986根

　　取10%的备用系数，则工作面所需支柱总数为：

　　986×（1+10%）=1085根

　2）、钢梁

　　抬棚梁：

2×2×2=8根

　　超前支护梁：

2×10×2/2.6=22根

　　基本梁：

110×2/0.9=245根

　　钢梁总数：

8+22+244=275根

　　取5%的备用系数，则工作面所需钢梁总数为：

　　342×（1+5%）=289根

　3）、材料堆放

　备用材料放置在距工作面30m以外的回风巷内，回收的坑木、道轨、水管放置在距工作面100m以外的回风巷内，分类堆放、码放整齐，堆放面不得超过巷道断面的三分之一。

　9、支柱强度验算

　　支护密度：

Q1=7/（4.0×0.9）=1.95根/m2

　　支柱额定支撑力：

q额=300KN/根

　　单位面积可承载：

P可=Q1×q额=1.95×300=585KN/m2

单位面积实际承载：

P实=8H·r=8×2×2.7×9.8=423.36KN/m2

P可>P实　所以支护强度符合要求。

　　五、工作面采空区处理

　　工作面采空区采用全部垮落法处理，落山存在悬顶且小于2×5m2时，需支设双腿戗棚，加强支护。

悬顶面积大于2×5m2时，必须打强制放顶眼，进行强

第四章生产系统

第一节运输

一、运输

2134-2工作面（SGW-150可弯曲刮板输送机）—→2134-2进风巷（一部SGW-80型可弯曲刮板输送机搭接SPJ-800落地皮带）—→西二采区上煤组运输上山（一部SPJ-1000落地皮带）—→西二采区溜煤眼—→西二采区运输平巷（二部SPJ-1000落地皮带）—→西采上煤组皮带下山（SPJ-1000落地皮带）—→西采上煤组皮带运输平巷（SPJ-800吊挂皮带）—→西采上煤组煤仓（容量为1200T）—→西大巷（三吨底缷式矿车）—→井底车场—→主井（箕斗）—→地面

二、运料系统

地面—→副井—→井底车场—→西大巷—→西采轨道上山—→西二采区回风平巷—→西二采区轨道上山—→2134-2回风车场—→2134-2回风巷—→2134-2工作面

附图7：

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

地面新鲜风流—→副井—→井底车场—→西大巷—→西采上煤组进风斜巷—→西采区上煤组运输巷—→西二采区运输平巷—→西二采区皮运上山—→2134-2进风巷—→2134-2工作面

工作面乏风流—→2134-2回风巷—→2134-2回风车场—→西二采轨道上山—→西二采区回风平巷—→西采区轨道上山—→西采区上煤组回风平巷—→西下轨道上山—→西下回风巷—→西采总回风—→西风井—→地面

二、采面风量计算

1）、Q1=4N=4×43=172m3/min

2）、按瓦斯涌出量计算

　Q2=100q·k=100×2.2×1.25=275m3/min

3）、按炸药量计算

Q3=25A=25х4.4=110m3/min

Q1为最大值，作为该工作面的供风量

4）、按风速验算

　　νmax=Q/（60×Smin）=320/（60×3.4×1.53）=1.19m/s<4m/s

　　νmin=Q/（60×Smax）=320/（60×4.0×1.53）=0.98m/s>0.25m/s

　　故风量275m3/min符合要求。

三、防治瓦斯

1、每班设专职瓦检员一名，对工作面进行巡回检查。

2瓦斯监测（见安全监测监控系统布置示意图）

四、瓦斯监控

1、监控系统

瓦斯传感器—→西二采分站（KJF--12A）—→中心机房（KJG-200）—→有关单位及人员。

2、监控说明

1）瓦斯传感器安装位置：

1号瓦斯传感器距工作面回风口不大于5m，距顶板0.3m,距邦不小于0.2m。

2号瓦斯传感器距回风口10---15m,距顶板0.3m,距邦不小于0.2m。

2）瓦斯传感器报警、断电及复位

1号瓦斯传感器：

瓦斯浓度达到期1%时报警，达到1.5时切断工作面所有非本质安全型电器,降到1%以下时复位。

2号瓦斯传感器：

瓦斯浓度达到期1%时报警并切断工作面及回风电源，瓦斯浓度降到1%以下时恢复工作面及回风电源。

3、中心机房（KJG—200）：

瓦斯浓度达到1%及以上时，报警并传输信息到各有关单位及人员。

五、综合防尘系统

（一）防尘管路系统

二期排水泵房—→西大巷—→西采上煤组进风行人斜巷—→西采上煤组轨道上山—→西二采区运输平巷—→西二采区皮运上山—→2134-2进回风车场—→2134-2进回风巷—→各设备（泵站、采煤机）。

（二）防尘措施

1、放炮前后距放炮地点20m范围内要洒水灭尘。

　　2、机组内外喷雾装置要完善，洒水设备齐全。

　　3、各转载点喷雾洒水设备齐全，并且不得任意拆除。

　　4、定期清除设备上散落的煤尘。

　　5、进风巷要有完善的洒水管路，每班要坚持洒水。

（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施

回、进风巷要设水幕、隔爆水槽等设施。

附图8：

通风系统示意图、防尘系统示意图、安全监测监控系统（仪器仪表设备）布置示意图。

第三节供水排水

一、供水线路

二期排水泵房—→西大巷—→西采上煤组进风行人斜巷—→西采上煤组轨道上山—→西二采区运输平巷—→西二采区运输上山—→2134-2进回风车场—→2134-2进回风巷—→各设备（泵站、采煤机）。

二、排水线路

2134-2进回风巷（安设水泵，敷设管路）—→2134-2进回风车场—→西二采区轨道上山—→西二采区回风平巷—→西采区轨道上山（水沟）—→西采上煤组下部车场（水沟）—→西大巷（水沟）—→井底车场（水沟）—→中央泵房—→副井—→地面　

附图9：

供水、排水系统示意图

第四节供电

供电系统

中央配电室—→西二采区配电室—→2134-2回进风车场—→2134-2工作面—→回进