工作面作业规程.docx
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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
采煤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
水平名称
+750
采区名称
南二盘区
地面标高
1021--1142
井下标高
638--728
地面相对位置
工作面地表位于屯兰河南岸山坡、110kv变电站以南，石家河村以西，排矸皮带走廊以东，梁庄村以北，李树沟位于该工作面中部，大平头位于工作面东部，盖山厚度301-468m。
回采对地面设施的影响
地面有高压线路铁塔由西向东穿过工作面，回采对其有一定影响，地面无建筑，回采对地表民用山坡地产生裂缝和塌陷。
井下位置及与四邻采掘关系
井下位于南二盘区下组煤左翼，东与南二下组煤回风巷相接，西与南二轨道大巷相邻，北与18203工作面相邻，南部为18207掘进工作面，上部为2#煤的12210工作面采空区。
走向长度/m
1563-1620
倾斜长度
m
205
面积/m2
326360
1592
第二节煤层
采煤工作面开采煤层情况见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度/m
2.3-3.74
煤层结构
0.61（0.48）2.08（0.05）0.52
煤层倾角（°）
4-6
3.3
开采煤层
8#
煤种
焦煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
该工作面主采8#煤层，煤岩总厚度2.3-3.74m,平均厚3.3m，该工作面煤层厚度变化较大，在2.3m至3.74m之间变化，底板有底凸薄化现象，靠近切眼部分煤层分叉，夹矸由0.2m变化至1.1m,8#煤厚度随之变化为2.4m左右,但仍属较稳定煤层。
另外,煤层内含黄铁矿结核，煤层整体倾向西，倾角4—6°。
第三节煤层顶底板
开采煤层顶底板情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
煤层顶底板情况
顶板情况
岩石名称
厚度（m）
岩石特征
上覆岩层
中砂岩
4.73
白色，上部为细砂岩。
老顶
粉砂岩
4.21
灰黑色，含植物叶片化石。
直接顶
石灰岩
2.42
深灰色石灰色，有方解石脉。
直接底
泥岩
0-1.2
黑色，团块状，含植物根部化石。
老底
中砂岩
2.08
灰白色中砂岩，含碎片化石。
附图1：
综合柱状图。
第四节地质构造
一、褶曲情况及其对回采的影响
该工作面构造复杂，断层陷落柱发育；工作面整体呈向斜构造，其特征为左翼宽缓右翼陡峭。
巷道掘进揭露8条正断层，具体情况见表4。
表4断层情况表
构造编号
走向
倾向
倾角
落差
性质
对回采的影响
F1
164°
74°
68°
2.0m
正断层
影响较大
F2
20°
110°
65°
0.9m
正断层
影响较小
F3
43°
133°
70°
0.8m
正断层
影响较小
F4
50°
140°
70°
1.0m
正断层
影响较大
F5
18°
108°
45°
2.3m
正断层
影响较大
F6
154°
244°
55°
2.0m
正断层
影响较小
F7
29°
119°
40°
1.5m
正断层
影响较大
F8
52°
322°
50°
2.5m
正断层
影响较小
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
该工作面水文地质条件复杂，全区属带压开采，8#煤层底板标高638-728m，奥灰水静水位标高890m，工作面水压1.70—2.52Mpa，突水系数0.02-0.04Mpa/m，工作面位于相对安全区内，但突水的可能性不能排除,仍然存在构造导水，滞后突水的可能，在遇有陷落柱时，必须坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的原则。
工作面主要出水水源为8#煤层上部K2灰岩水和上部2#煤采空区积水。
采空区内积水可能会随回采工作面的推进，沿顶板裂隙进入工作面，对回采造成严重影响，因此工作面回采前必须在轨道顺槽低洼处打设水仓，配备大功率排水设备及配套排水管路，以防止上部采空区水通过顶板裂隙涌入工作面，造成透水事故。
必要时需对上覆2#煤原12208、12210工作面采空区积水提前进行探放。
另外T67钻孔位于工作面中部，钻孔终孔位于9#煤下27m，封孔资料不祥，回采至钻孔附近时，需提前采取措施，防止钻孔导水及钻孔含水，对回采造成重大影响。
二、涌水量正常涌水量：
20m3/h最大涌水量：
80m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他地质情况见表6。
表6影响回采的其他地质情况表
影响回采的地质因素
瓦斯
绝对涌出量40m3/min相对涌出量15.26m3/t
煤的自燃
自然发火类型为Ⅱ类，自燃煤层。
地温
正常
地压
正常
普氏硬度
（f）
煤层
夹矸
普氏硬度
（f）
煤层
2-2.5
2
5
2-2.5
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地压和应力集中区
三、地质部门的建议：
1、工作面回采中加强顺槽支护及工作面顶板煤帮管理，以防冒顶及滚帮事故发生。
2、回采以保护煤柱为界，不得私自欠采或超采。
3、上部2#煤采空区内含有大量积水，回采中可能经顶板裂隙涌入工作面，必须备有完善的排水系统，以便及时排水。
4、回采中必须坚持“有疑必探，先探后采”的原则。
第七节 储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量：
123.4万吨
2、工作面可采储量：
工作面回采率取95﹪，工作面可采储量为117.2万吨，（除保护煤柱外）。
二、工作面服务年限
工作面服务年限＝可采推进长度／设计月推进长度＝1310（m）/132（m/月）=10（个月）
第二章采煤方法
本工作面采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落法综合机械化采煤方法。
第一节巷道布置
一、盘区设计、盘区巷道布置情况
本工作面布置在南二盘区下组煤左翼，盘区采用多煤层下山联合布置形式，盘区轨道大巷通过东轨暗斜井与东轨相通形成盘区轨道运输、进风系统，盘区回风大巷通过通风立眼与东回相通形成盘区回风系统，胶带大巷通过集中煤仓与东翼胶带巷相通形成原煤运输系统。
盘区布置三条巷道：
即南二左翼下组煤轨道巷、南二左翼下组煤胶带机巷、南二左翼下组煤回风巷。
二、工作面顺槽
工作面轨道顺槽、皮带顺槽均为矩形断面，皮带顺槽设计高度为3.5m，宽度为5m，断面为17.5m2；轨道顺槽设计高度为3.5m，宽度为5.5m，断面为19.25m2；两顺槽均采用全锚支护；皮带顺槽用于主进风、运煤及材料运输；轨道顺槽用于辅助进风、充填设备放置及材料运输。
三、工作面切眼
工作面切眼为矩形断面，设计高度为3.3ｍ，宽度为7.5ｍ，断面为24.75ｍ2，采用全锚支护并辅以单体带帽点柱，用于安装采煤设备及连接两顺槽，形成通风、生产系统。
四、硐室及其他巷道
皮带顺槽煤体侧1520m-1540m跟顶跟底施工两个硐室作为油脂库和备件库。
硐室采用锚喷支护。
附图2：
工作面及顺槽布置平面图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
采煤工艺为：
双滚筒采煤机割煤、装煤——刮板运输机运煤——移架——推移刮板运输机。
（一）落煤
1、落煤方式：
采用MG400/920-WD型双滚筒采煤机双向割煤，截深为0.8m，根据工作面综合运输能力，顶板条件确定采煤机的牵引速度控制在0—4.4m/min。
装煤由螺旋滚筒装入SGZ-880/800型可弯曲刮板运输机。
2、进刀方式：
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。
进刀深度为0.8m。
附图3：
采煤机进刀方式示意图。
采煤机割通机头（机尾）后，推移刮板运输机至采煤机后滚筒35m时停止；（图a）
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，直至前后滚筒完全切入一个截深，采煤机进入运输机直线段停止采煤机；（图b）
推移刮板运输机机头（机尾）段，使刮板运输机成直线；（图c）
调换采煤机滚筒上下位置，向机头（机尾）割通三角煤；（图d）
调换采煤机滚筒上下位置，向机尾（机头）正常割煤，完成进刀；（图e）
（二）、装煤
采用采煤机螺旋滚筒配合SGZ-880/800型可弯曲刮板输送机铲煤板装煤。
（三）运煤
工作面采用SGZ-880/800型可弯曲刮板运输机，顺槽采用SZZ-830/315型转载机（破碎机为PCM-200型）及SSJ1200-3×200KW型胶带输送机运煤。
（四）顶板控制方式
本工作面及皮带顺槽采用全部垮落法的方式控制顶板，轨道顺槽采取充填墙体沿空留巷控制顶板，采用掩护式液压支架维护顶板。
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc=205m×0.8m×3.3m×1.33t/m3×95﹪=684t
式中W——正规循环生产能力，t；
L——工作面长度，205m；
S——截深，0.8m；
h——采高，3.3m；
γ——煤的容重，1.33t/m3；
c——工作面采出率，95%。
第三节 设备配置
附表1:
机电设备配备表。
附图4：
工作面设备布置图。
第四节沿空留巷巷帮充填工艺
一、沿空巷充填工艺流程
材料运输→移架→架后支护、清理→机械立模→搅拌输送→充填→清洗泵、管路
二、充填设备及主要参数
1、充填设备参数:
（1）最大输送压力10Mpa；
（2）理论最大排量20m3/h；
（3）输料缸直径150mm；
（4）冲程1000mm；
（5）液压缸110/63mm；
（6）液压传输比1:
1：
86；
（7）料斗容积220L；
（8）搅拌机排量15L；
（9）电机75KW，1470rpm，660VAC；
（10）重量3000kg。
2、混凝土充填泵共两套（使用一套，备用一套），一趟充填管路。
3、充填泵、控制开关和电缆布置在平板车上，充填泵布置在距离工作面150m处；随着工作面回采由绞车牵引移动。
4、混合料使用1.5吨矿车进行运输。
三、充填材料
沿空留巷充填材料选用膏体混凝土。
四、移架、架后支护、清理
1、为保证割煤后充填段顶板完整，工作面推进时在充填模板上方铺设金属网；顶板破碎时除铺设金属网外，还需加设板梁进行挑顶。
金属网搭接长度不小于0.2m，三花布置，用14#铁丝拧三圈半以上。
2、本工作面每移架三个步距，充填一次；如遇顶板破碎段，视现场情况可采取两个步距或一个步距充填一次。
充填前，将充填空间杂物清理干净，并将该空间顶底板整理平整。
杜绝巷道与工作面形成台阶，保证充填墙体的完整，充填墙体宽度为2.5m（工作面宽1.5m、巷道宽1.0m）；同时在空间内铺设∮8mm钢筋网（2.5×3.0m），并用∮16×2.1m长的螺纹钢进行连接。
附图5：
充填墙钢筋网布置图
五、机械立模
本工作面采用ZMC15000/25/42型巷旁充填液压支架、ZMC13600/25/42型巷旁充填液压支架、YZM1880/26/42型液压支护模板，支架自行前移机械立模。
充填前，要调整三块模板处于良好状态；调整好充填模板后，将充填管路架设好，准备进行充填。
六、充填体材料的运输、储存及上料方式
沿空留巷充填材料的输送,采用1.5吨矿车在地面上料，运到充填泵站储料场，再通过螺旋输送机直接输送到BSM1002-E混凝土泵,通过Φ108mm充填管路输送至充填位置。
七、充填
检查确定混凝土充填泵工作状况正常，管路畅通后，方可进行材料的搅拌输送；进料要均匀连续，配水要严格控制水灰比；注意观察设备的工作压力和状况，管路堵塞立即停机处理。
输送段巷道坡度较大时，为防止管路堵塞，充填开始时先用0.5m3的细料泵送,膏体混凝土材料进入充填模后要观察材料的平流堆积状况，材料要充满充填模板并充分接顶。
充填临近结束时用0.5m3的细料泵送。
八、冲洗充填泵、充填管路
充填工作完成后，进行充填泵和充填管路的清洗。
1、充填泵的清洗：
用清水将泵里外清洗一遍。
2、充填管路的清洗：
首先将2个海绵球放入清洁输送管道，然后在料斗中加入约0.5m3较稀介质（浆液），启动混合器缓慢将浆液输送入管道，直到海绵球从管道末端送出。
3、打扫充填泵站环境卫生。
第三章 顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架选型设计
（一）工作面顶板采用液压支架控制，支护设计即为液压支架的选型设计。
（二）选型依据：
根据西山矿区煤层顶板分类（8#煤直接顶属2类，老顶Ⅱ级）、煤层厚度、采高、煤层倾角、通风要求、以及采煤机和运输机匹配等条件，选用ZY5600/20/42液压支架137台、ZMC15000/25/42型巷旁充填液压支架1台、ZMC13600/25/42型巷旁充填液压支架1台,ZYM1880/26/42型液压支护模板一台，共计139台支架。
（三）支架型号：
ZY5600/20/42型掩护式液压支架
ZMC15000/25/42型巷旁充填液压支架
ZMC13600/25/42型巷旁充填液压支架
ZYM1880/26/42型液压支护模板
（四）支护强度验算：
P=（4—8）MR×10-6
P—直接顶及老顶来压时的支护强度，MPa；
M—采高，取：
3.3m；
R—直接顶岩石容重，取2.6×104N/m3；
P=8×3.3×2.6×104×10-6=0.69MPa。
（五）本工作面选用ZY5600/20/42端头支架，支护强度为1.04MPa，大于顶板来压时的支护强度。
而且结合屯兰矿南二左翼下组煤18203工作面实际情况，该种支架适应本工作面顶板支护要求，选型合理。
二、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
本工作面选用BRW315/31.5200KW型乳化液泵2台，1台备用，1台工作，当一台泵工作不能满足正常生产需要时，启动两台泵同时工作，RX400/25A型乳化液箱供液，乳化液泵站到工作面采用φ31.5mm高压管路进液，φ51mm管路回液。
（二）泵站安设位置
乳化液泵站、液箱安设于皮带顺槽系列车中，随着工作面回采的推进，与系列车一起移动。
泵体、液箱要求平、正，以免造成齿轮箱缺油。
（三）泵站使用规定
１、泵站操作人员必须经过培训，经考试合格后方可持证上岗。
２、泵站上的任何保护严禁甩掉。
３、泵站、泵箱的盖板必须盖严，以防污物等进入泵体、泵箱。
４、不得随意开动泵站，必须接到开泵信号后方可开动。
５、泵站司机要按规定压力送液，不得任意调压。
６、各部件的联接螺栓等紧固件要紧固齐全。
７、任何情况下不得关闭泵站的回液管路。
８、齿轮箱、曲柄箱的油位，必须符合规定。
９、过滤器要保持清洁，三天清洗一次。
10、经常检查油位、水位是否符合要求。
11、液箱必须高于泵体100mm左右。
12、乳化液的配比浓度在3%-5%之间。
13、检查各部的油位、水位、各紧固件、液压阀及管路情况，发现异常情况立即处理。
否则不允许开机。
14、注意泵的声音是否正常，检查有无渗油现象。
15、经常观察压力指示是否正常，注意卸载阀、安全阀的工作状态。
16、经常检查设备的温升、检查乳化液箱、乳化油及乳化液的液位，液位低于规定时应及时加注相应的液体。
17、一般情况下，不要频繁开、停泵，应让泵一直保持运转，当接到工作面要求停泵的信号后再停泵。
18、发现异常情况或故障时，应立即停泵检查，在未查明原因和排除故障前，严禁开泵。
第二节工作面顶板控制
一、正常时期顶板支护方式
本工作面采用掩护式液压支架支护顶板，采用全部垮落法管理顶板，采空区顶板随支架前移自行垮落充填。
工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架打出护帮板，移架在采煤机割过3～5架后进行，超过此距离或发生片帮冒顶时，必须停止割煤，进行处理。
最小,最大控顶距
L小=D+EL大=D+E+S
式中:
D--液压支架顶梁长度,取3950mm；
E--梁端距,一般为603mm,现取603mm；
S--采煤机截深,800mm;
故:
L小=3950+603=4553mm；L大=3950+603+800=5353mm；
确定最大控顶距为5353mm,最小控顶距为4553mm。
二、特殊时期的顶板支护方式
当工作面顶板破碎或过断层时要求做到以下几点：
（一）工作面过断层时应加强支架、机组、转载机、输送机、破碎机检修，严禁“带病”运转。
（二）断层面附近平缓过渡，减小支架错差。
工作面高度不得忽高忽低，严格按要求将采高控制在3.0m。
（三）采用带压移架超前支护，必要时支架前梁上挑板梁进行维护顶板。
（四）相邻支架错差不大于顶梁侧护板2/3，支架不挤、不咬、不倒，保持良好的支护状态。
（五）工作面遇地质构造需要爆破作业时，另外编制安全技术措施。
第三节轨道顺槽、皮带顺槽、端头顶板控制
及沿空留巷支护
一、工作面轨道顺槽、皮带顺槽的顶板控制
（一）轨道顺槽、皮带顺槽超前支护
1、两顺槽超前支护均采用单体液压支柱加铁柱帽进行维护，柱距为1.0m。
超前距离不小于30m,均为“一排三柱”，如顺槽压力较大时加长超前距离，顶板破碎时改铁柱帽为工字钢梁或“π”型梁且用双股8#铁丝与顶网连接。
2、超前支护的单体支柱要打成一条直线，所有三用阀要平行于巷道，且注液口均朝落山方向，单体支柱迎山有力，升紧打牢，所有单体支柱必须用限位防倒装置连接好，铁柱帽用10#铁丝与顶网连接。
两顺槽无空载、失效支柱，支柱初撑力不低于90kN，底板松软时单体必须穿“铁鞋”。
3、如两顺槽出现超高现象要及时进行勾顶，保证超前支护接顶严实。
（二）沿空留巷补强支护
沿空留巷每隔2m架设一组对对棚，补强支护长度不小于200m；随工作面前移从后部回撤棚梁，重新补打于前端。
棚梁为3.5m长的11#矿用工字钢，对对棚为“一梁三柱”，棚腿为DZ-4200或DZ-3800型单体液压支柱。
二、工作面安全出口的管理
（一）支护形式
皮带顺槽端头采用双排带帽单体密集支柱进行维护，排距为0.8m，柱距为0.4m，后排密集距前排密集距离为0.8m，柱帽垂直于工作面放置，前排密集柱间留有0.5m以上的出口。
当端头支架与煤帮距离小于0.5m时不打设密集支柱；沿空留巷采用充填墙体和单体工字钢进行联合支护。
（二）质量要求
两顺槽安全出口高度不低于1.8m，宽度不小于0.7m；否则需要拉底、扩帮，并设专人维护。
表7支护材料的使用数量
种类
规格
使用量
复用率/%
备注
单体
DZ—4200
100根
100
含10％备用
单体
DZ—3800
500根
100
含10％备用
单体
DZ—3500
100根
100
含10％备用
板梁
1/2∮200×3.0m
50块
0
维护破碎顶板
铁柱帽
400mm
200块
100
超前维护用
柱靴
300个
95%
11#工字钢
3500mm
200根
100%
维护顶板
所有备用的支护材料必须码放整齐，并挂牌管理。
附图6：
工作面、两顺槽超前及沿空留巷支护示意图
附图7-1:
皮带顺槽断面图
附图7-2:
轨道顺槽断面图
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
工作面顶板动态监测以及工作面两顺槽顶、底板变化情况。
二、矿压观测方法
（一）工作面的矿压观测
工作面安设KJ345型矿用液压支架压力倾角监测系统，5台压力监测分站，布置10个压力监测点，其余每台支架安装一块压力表，实行24小时不间断的监测。
每班在操作支架结束后都必须将支架升紧，保证支架的初撑力不低于24Mpa。
条件变化需爆破时，要有保护压力监测设施的措施。
（二）顺槽的矿压观测
两顺槽单体液压支柱的支撑力监测采用单体测力仪进行监测，检修班打完超前维护段的单体后由验收员对单体的初撑力进行测量。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及装、转载方式
工作面采用双滚筒采煤机割煤，其螺旋滚筒配合工作面刮板运输机前移、落煤、装煤。
由工作面刮板运输机→转载机→带式输送机→3#溜煤眼→南二左翼下组煤胶带机。
（二）辅助运输设备及运输方式
辅助运输设备采用绞车运输。
二、推移刮板运输机、转载机方式
（一）推移刮板运输机方式
采用支架推拉千斤顶推移工作面刮板运输机，推移步距为0.8m,推移刮板运输机距采机后滚筒35m进行,弯曲度不大于1°。
（二）拉移转载机方式
采用机头1#、2#、3#架同时进行顶推运输机机头的方式，实现转载机的拉移，每循环拉移一次，步距为0.8m；胶带输送机机尾2-3个循环拉移一次，采用马蹄尔自移机尾装置实现胶带输送机机尾的拉移。
三、运煤路线：
工作面→顺槽胶带→3#溜煤眼→南二左翼下组煤胶带→南二下组煤集中煤仓→东胶二部胶带→东胶一部胶带→南翼转载胶带→1#、2#煤仓→主斜井→地面。
四、辅助运输路线：
地面→副斜井（副立井）→井底车场→中央轨道大巷→东轨大巷→东轨暗斜井→南二左翼下组煤轨道巷→18205皮带顺槽（轨道顺槽）→用料地点
附图8：
运输系统示意图。
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风线路
东轨（东轨、东翼进风巷）→南二下组煤轨道巷（南二下组煤胶带巷）
18205皮带顺槽→工作面
→→沿空留巷→18207切眼→18205轨道顺
18205轨道顺槽
槽→南二下组煤回风巷→回风立眼→石家河回风斜井
二、工作面通风方式及瓦斯情况
工作面采用“Y型”通风系统，即：
皮带顺槽主进风，轨道顺槽辅助进风，沿空留巷回风的通风系统，并将回风流中瓦斯浓度控制在《煤矿安全规程》所规定的安全浓度以下。
根据相邻18203工作面瓦斯涌出量统计结果：
工作面盖山厚度及8#煤层瓦斯含量梯度（3.9m³/t·hm），预测工作面瓦斯涌出量为40m3/min左右，其中抽放量为28m3/min，风排瓦斯量为12m3/min。
三、工作面配风计算
（一）按人数计算：
Q=4N=4×70=280m3/min
式中：
Q--工作面采煤期间所需风量；
N--工作面同时工作最多人数，取70人。
（二）按工作面温度选择适宜的风速进行计算：
Q=60VS=60×1×17.33=1039m3/min
式中：
V--工作面适宜风速，工作面温度取18-20℃时，对应风速0.8—1.0m/秒，取1m/s；
S--工作面回风巷有效通风断面m2,取17.33m2
（三）按瓦斯涌出量计算：
预计18205工作面回采期间相对瓦斯涌出量为15.26m3/t，日产4000T绝对瓦斯涌出量为40m3/min，抽放解决28m3/min左右，还需要风排解决12m3/min。
1、按照回风巷瓦斯浓度不超过0.8%进行风量计算：
Q=100qk/c=100×12×1.33/0.8=1950m3/min（取2000m3/min）
式中：
q--工作面平均风排瓦斯量,取12m3/min；
k--瓦斯涌出不均衡系数，取1.33；
c--工作面正常生产时工作面及回风流中允许的最大瓦斯浓度，c取0.8%；
2、18205轨道巷进风量按风速不低于0.5m/s计算：
Q轨顺=60VS=60×0.5×19.25=577.5m3/min取600m3/min（考虑18205工作面轨顺前部与辅助运输巷并联进风，为确保在回采后期两条巷道此段风速不低于0.15m/s，所以轨顺配风量按0.5m/s计算）
式中：
V—要求风速不小于0.5m/s；
S--轨道巷有效通风断面m2,取19.25m2。
3、沿空留巷风量：
Q回风＝
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