1201采煤作业规程.docx
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1201采煤作业规程
编号：
采1201号
工作面名称：
1201采煤工作面
编制人：
李志勇
总工程师：
梁兴平
主管矿长：
万永清
安全管理负责人：
万永禄
编制日期：
2012年5月18日
执行日期：
2012年5月28日
101采煤工作面作业规程会签表
会审人员
签名
日期
总工程师
生产矿长
安全矿长
机电矿长
技术科
调度室
安全科
机电科
采煤队
机电队
目录
第一章概况……………………………………………………………………（5）
第一节工作面位置井上下关系…………………………………………………（5）
第二节煤层………………………………………………………………………（6）第三节煤层顶底板………………………………………………………………（6）第四节地质构造…………………………………………………………………（7）第五节水文地质…………………………………………………………………（7）第六节影响回采的其他因素…………………………………………………（7）第七节储量及服务年限………………………………………………………（8）
第二章采煤方法……………………………………………………………（8）
第一节巷道布置………………………………………………………………（9）第二节采煤工艺………………………………………………………………（9）
第三节设备配置………………………………………………………………（17）
第三章顶板控制………………………………………………………………（18）
第一节支护设计………………………………………………………………（18）第二节工作面顶板控制………………………………………………………（20）
第三节安全出口及端头顶板控制……………………………………………（21）
第四节单体柱使用及管理……………………………………………………（22）
第五节工程质量标准…………………………………………………………（23）
第四章生产系统……………………………………………………………（24）
第一节“一通三防”……………………………………………………………（24）
第二节瓦斯检查………………………………………………………………（24）
第三节安全监控系统…………………………………………………………（29）
第四节运输系统………………………………………………………………（30）
第五节排水系统………………………………………………………………（31）
第六节供电系统………………………………………………………………（31）
第七节照明通信和信号………………………………………………………（31）
第五章劳动组织及主要技术经济指标………………………………………（32）
第一节劳动组织………………………………………………………………（31）
第二节作业循环………………………………………………………………（32）
第三节主要技术经济指标……………………………………………………（33）第六章煤质管理………………………………………………………………（33）
第七章安全技术措施…………………………………………………………（34）
第一节一般规定………………………………………………………………（34）
第二节“一通三防”………………………………………………………（34）
第三节顶板管理措施…………………………………………………………（37）
第四节放顶煤安全措施………………………………………………………（39）
第五节防治水措施……………………………………………………………（41）
第六节防止支柱倾倒措施……………………………………………………（41）
第七节提高采出率措施………………………………………………………（42）
第八节提高煤质措施…………………………………………………………（42）
第九节放炮措施………………………………………………………………（43）
第十节运输措施………………………………………………………………（44）
第十一节工作面试运转、初采初放、调采及收尾措施………………………（48）
第十二节电气设备、电缆的检修与维护措施…………………………………（51）
第十三节采面上下付巷维修措施………………………………………………（51）
第十四节其他……………………………………………………………………（52）
第十五节作业规程的审批、修改、贯彻………………………………………（52）
第八章灾害应急措施及避灾路线……………………………………………（53）
第九章作业规程贯彻、学习单位、个人签字………………………………（54）
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。
工作面位置及井上下关系表表1
水平名称
1925
采区名称
01
地面标高（m）
﹢2017
井下标高（m）
﹢1925―﹢1949
地面相对位置
本工作面位于井田南部
回采对地面
设施的影响
工作面所在地表没有其他对开采有影响的大型建筑物
井下位置及
与四邻关系
本工作面位于尚没有布置12轨道上山西翼，其南部为主井运输大巷部，，东部和西部为井田边界。
走向长度（m）
195
倾斜长度（m）
55
面积（㎡）
10725
第二节煤层
本工作面的煤层厚度由3—13m，平均8m，中间有加0.3~1.2m矸石,采区中间有小煤矿巷柱式采空区，由于掘进的过程中遇有小型的地质构造影响，在布置的采面切眼区域出现底板起伏。
根据掘进期间揭露的资料表明，本区段构造复杂，大致呈王家山向斜构造，其产状为：
走向109°~119°，倾向为199°~209°，倾角为10°~20°，工作面煤层情况见表2。
煤尘爆炸指数2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行煤尘爆炸性检验知，煤尘无爆炸危险性。
煤的自燃倾向性2011年11月白银矿山机械检验检测中心对01采区煤样取样进行自燃等级检验结果为，自燃等级为二类，易自燃，自燃发火期为六个月。
煤层情况表表2
煤层厚
度（m）
8（平均）
煤层结构
单一
煤层倾角（°）
10～20
开采煤层
一1
硬度
f=0.5~1
煤种
无烟煤
稳定程度
稳定
煤层情
况描述
灰黑色半亮型粉末状无烟煤，中间有0.4~1.2m矸石，采区中间有小煤矿巷柱式采空区，主要呈粉末及少量快状产出
第三节 煤 层 顶 底 板
工作面煤层顶底板情况见表3。
煤层顶底板情况表表3
顶、底板名称
岩石名称
厚度（m）
特征
基本顶
中粒砂岩
8.47
灰～深灰色成份以石英长石为主层面富含白云母片和炭质
直接顶
泥岩或砂质泥岩
5.90
深灰色厚层状层理不清,含植物化石碎片
伪顶
泥岩
1.15
深灰色层面含白云母片及炭质产植物化石
直接底
沙质泥岩或泥岩
7.2
深灰色层面含白云母片具细砂岩条带和水平层理
基本底
石灰岩
6.64
灰色厚层状含动物化石裂隙发育且充填方解石脉
第四节地质构造
根据11轨道上山及101工作面运输巷和回风巷掘进期间揭露的资料表明，本区段构造复杂，大致呈向斜构造，其产状为：
走向109°~1119°，倾向为199°~209°，倾角为10°~20°，本区内无大的断层和褶曲赋存，煤层顶底板局部有起伏，对回采造不成大的影响。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
1、顶板水：
根据11上山及本工作面上、下付巷掘进提供资料得知，该工作面顶板砂岩含水层较弱，预计回采时局部不会出现顶板浸水现象。
2、底板水：
依据一三三地质提供资料表明，本井田属于水文地质条件简单的矿床中的第二种情况：
直接充水含水层单位涌水量小于0.1升/秒·米。
另据我矿掘进期间提供资料表明，井田内煤层底板中的七八灰岩含水性极差，自开采以来无发现底板突水现象，以此推断在现在开采区域内的承压含水层与开采煤层之间的隔水层能够承受实际水头值，该区域底板水对正常回采不会造成太大影响。
二、其他水源的分析
老空水：
工作面上下顺槽在掘进时与见小煤矿老巷，同时对上下顺槽进行啦探放水，没有老空水涌出,,但为了确保回采安全，仍需在回采过程中加强采面水量监测，若有异常及时报告调度室，便于及时采取措施进行处理。
。
断层水：
工作面掘进时揭露的地质构造含水性较差，因此在回采时，不会受到断层水影响。
三、涌水量：
见水文地质情况表4
水文地质情况表表4
充水因素
工作面无水害威胁
预计最大涌水量/（m3/h）
1m3/h
河流冲刷带
无
正常涌水量/（m3/h）
0.2m3/h
岩浆侵入体、陷落柱
无
回采影响
工作面无重大充水因素及水害威胁
第六节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面地质储量
工作面倾斜长度平均为55米，可采走向长度平均为180米，煤厚平均为8米，容重为1.38吨/米3，平均倾角为18º，工作面回采率按80%计算：
回采面积：
55×180=9900（平方米）
地质储量：
55×180×8×1.38
=109296.9（万吨）
（二）工作面可采储量
可采储量：
180×55×8×1.38×0.80
=87436.8（万吨）
二、工作面服务年限
由于本矿井设计一个工作面满足矿井生产能力,月以0.6万吨产量计算,可采期为:
87436.9÷0.8万吨≈11（月）
第二章采煤方法
根据煤层赋存情况及我矿生产技术条件，该工作面采用走向长壁采煤法，炮采放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板，采面由东向西推采即:
后退式开采，工作面采用“三八”制作业，两采一准的作业方式。
第一节 巷道布置
101工作面在11轨道上山东部布置，采面上、下顺槽均沿煤层走向布置，上、下顺槽方位109°，切眼方位为19°。
采面运输巷、回风巷均采用梯形断面木棚子支护，运输巷用于运输、行人、进风，回风巷用于回风、运料。
第二节采煤工艺
一、落煤方式：
打眼爆破落煤或手镐落煤。
二、炮采放顶煤主要工艺流程
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、清煤、移副梁、放顶煤、移溜
1、交接班检查→打眼放炮→攉煤→降主棚支柱→移主梁→超前支护护顶→拉线升柱，完成单架迈步支护。
2、待该段采通后，开始移副棚，降副梁柱→移副梁→升副架支柱→安全质量检查。
3、待该段采面全部采通后，开始按工艺要求放顶煤，把煤放净后，开始移溜→拉线→检修→交接班，完成工作面循环。
详见采煤工序图解（附图1）。
图1采煤工序图解
三、各工序具体操作如下：
1、打眼放炮：
打眼放炮工应提前二小时到采面进行打眼装药，做好开邦前的准备工作。
打眼工具采用MZ—1.2型煤电钻和螺旋型钻杆，爆破采用2号硝铵炸药，起爆工具采用KB—50型放炮器，联线方式采用串并联，封孔采用水炮泥（先装）和粘土混合封孔，其深度不少于0.6m，炮眼布置采用二排三花眼方式，眼深1.2m，炮眼打法及装药量依爆破图表（炮眼布置图3和表5爆破说明书）执行。
图2炮眼布置图
爆破说明书表5
炮
眼
名
称
角度
眼
距
顶
眼
距
底
炮
眼
排
距
炸药
雷管
万吨耗
水
平
角
度
垂
直
角
度
每
孔
（kg）
每
循
环
（kg）
每
孔
个
每
循
环
个
炸药
kg/
万吨
雷管
个/万吨
上排眼
75
5-10
0.7
1.3
1.6
0.15
5.1
1
34
390
2500
下排眼
75
10-15
1.7
0.3
0.8
0.15
10.2
1
68
要求炮眼的深度、角度及装药量等，必须严格按照爆破图表及爆破说明书的规定执行，严格执行放炮的各项制度要求，联线方式为串并联联线方式，即上下排炮眼先分别串联，再把上下排串联好的联线再并联，推广采用毫秒爆破技术，以缩短放炮时间。
放炮顺序：
由工作面机尾处开始，向工作面机头处的顺序依次放炮，以减少爆破重复清煤，减少清煤工作量，提高架棚速度，加快循环。
2、开帮移主梁支架护顶：
放炮后应首先检查工作面的安全情况，加固支架，安全有保证后攉煤开帮掏梁窝，开帮深度保证1m。
其次移主梁支架护顶，架棚子时必须有2人协同操作，移梁要交替迈步前移，不得齐头并进。
采煤工须将主梁老塘侧支柱卸压撤掉，打在付梁下，作为付梁的中间柱，然后再给该支架的煤帮柱和中间柱卸压进行移梁，梁移好后要及时升柱支护顶板，并用金属网打好顶，再进行刷煤帮挖柱窝，煤帮刷好、柱窝挖好后，把付梁下的中间柱移至煤墙做为主梁的煤墙柱，拉线站好煤墙柱，用金属网把煤帮护好，用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来，主梁又形成一梁三柱。
这时该棚支护形成双棚交错布置，最大控顶距为3.2m。
采面各眼场均按上述方法进行，直至整个煤帮开通。
工作面煤壁开邦一次不能完成分段进行开采时，分段范围内的煤帮必须在开帮完成后方可进行下个工序的工作,并在已采部分与未采部分过渡处，保证最大控顶距四棚错梁支护，确保足够的通风断面。
在工作面初次来压前、周期来期间、过断层或断层破碎带、过老巷或过空、煤壁松软或破碎时必须按上述方法进行操作，及时站好煤墙柱；如果煤壁比较完整安全有保证的情况下，主梁移好后最多可以形成五棚悬臂梁的支护形式，超过五棚时必须把煤墙柱及时补齐。
3、移副棚梁支架放顶：
移架放顶前，首先应检查放顶地点及周围的支护情况，要求放顶地点前后5m支架不得歪旋，放顶退路必须畅通，确认无危险后方可作业。
开帮完成后主梁形成一梁三柱，移套棚梁时先站煤墙柱，把主梁中间柱的防倒链撤除，主梁的中间柱移至套棚的中间，作为套棚的中间柱，把套棚的舍帮柱卸压移至煤墙，作为套棚的煤墙柱，此时由于套棚的梁未移到位，无支护的单体柱易倒，应采用一根Φ≮10mm的尼龙绳把两根柱的手柄联结在一起，防止套棚的煤墙柱倒落伤人。
然后对套棚的两根单体柱卸压移梁，梁移到位后，及时升柱支护顶梁，使之与开帮支护的单棚并在一起形成对棚，原套棚的煤墙柱移至主梁的中间作为主梁的中间柱，再用防倒链将主梁和主梁中间柱联结起来,梁移好后必须用荆笆和椽子把舍帮打好，不准使矸石和顶煤向外涌出，这样，棚子形成开帮前的两梁五柱的支护型式，最小控顶距为2.2m，到此开帮移架放顶完成一棚。
采面其余棚子移架作业方式均按上述方法逐棚进行，直至整个采面或分段范围内的开帮移架放顶工作完成。
4、放顶煤：
放顶步距的确定严重影响着煤的质量和采出率，合理的选择放煤步距，对提高采出率、降低含矸率十分重要。
放顶步距与顶煤厚度、松散程度即放煤口的位置有关，其经验公式如下：
L=（0.15～0.21）h
式中：
L——放顶煤步距，m；
h——放煤口至煤层顶部的垂高，m。
代入公式：
L=0.2×5.00
=1.00m
（由于煤层属“三软”不稳定，即取系数0.2）
根据上述公式计算本工作面的放顶步距应控制在1.0～1.3m之间，因放煤步距过大时，所需放出煤的体积也较大，若打开放煤口，随破碎顶板的放出上方矸石也将不断的向放煤口移动，由于待放的煤比较多，在上方矸石到放煤口后，其采空区后面仍有一部分顶煤没有放出，造成顶煤的过多损失。
放煤步距过小时，后方矸石易混入放煤口，影响煤质，并容易误认为煤以放尽而停止放煤，造成上部顶煤的丢失。
本作面放煤步距取1m（祥见附图3：
放煤步距剖面图）。
图3：
放煤步距剖面图
工作面或分段范围内支护全部结束后，开始放顶煤，采面放煤采用分段多轮多次自上而下的顺序进行。
放顶煤的人员选派责任心强，并经过专门培训，作业人员应依照放煤工操作规程的规定进行放煤，严禁在支架顶部放煤，放煤口位置在溜子以上0.3～0.5m之间，放煤口尺寸为0.3×0.3m，原则是不准超过支柱手把，必须在手把以下放煤，严禁在支架顶部放煤。
顶煤的放出顺序，可从工作面的上端开始，放煤口位置为隔棚开口，即1.5m左右开一个放煤口，但同时放煤的两个放煤口的间距要保证在20棚（约12m），沿工作面每次只准开两个放煤口同时放煤，以利于两个放煤口之间脊背煤放出，每个放煤口放煤约5分钟，停止放煤，及时用荆笆椽子挡好放煤口，依次向下另开放煤口（祥见附图6：
采煤工作面放煤口布置图）。
为保证少丢煤提高煤炭的回收率，工作面顶煤厚度平均为7m，共分三轮放完，第一轮先从安全出口向下放奇数，第二轮放偶数，第三轮依次顺序进行，每次放出的煤量为顶煤厚度的三分之一。
最后一轮放煤完成后如果各别眼场顶煤仍未放完，可以在这些眼场重新开放煤口进行放煤，最终使舍帮侧的矸石和顶部矸石同时达到放煤口为宜，这样整个采面或分段范围内的放煤工作全部完成，把放煤口挡好，再进行下一项工作。
图4：
采煤工作面放煤口布置图
放煤时工艺要求：
（1）“多轮间隔，顺序等量，由底到顶、均匀放煤”。
（2）移副梁放顶时舍帮必须封闭，减少顶煤冒落。
（3）“开帮段严禁放煤，放煤段严禁开帮”。
（4）放顶煤要做到少量均匀，多轮多循环反复进行，以达到使顶煤均匀下沉，防止一点突破造成提前来矸。
（5）端头处应适量放煤，以保证安全出口支架的稳定。
（6）放煤后必须保证舍邦侧充填密实，在老顶周期来压期间，要尽量少放顶煤，以免来压时摧垮棚子，严禁空邦空顶现象。
（7）在放煤的过程中，当有大块煤矸石堵塞放煤口时，且上部煤层没有放净的时候，可适当的移动尾梁进行放煤也可用钢钎、铁锤将其击碎，然后再进行放煤。
（8）如果在第三次放煤时遇到特大煤矸石，要及时从大块煤矸石的两侧进行放煤。
（9）《煤矿安全规程》第六十八条第三项中规定：
大块煤（矸）卡住放煤口时，严禁爆破处理。
（10）放煤后，必须对单体柱进行二次补液，使支柱支撑牢固，放煤工必须经过培训，持证上岗。
（11）放煤完成后，应检查顶煤是否放干净，未放干净时，应再开口进行补放，最后使顶部矸石和采空区矸石同时到达放煤口为宜，达到丢煤量少，含矸率低的标准，然后关闭放煤口放煤工作完成。
（12）放煤工作完成后，放煤工必须将放煤口金属网连接好，防止矸石窜入工作面。
5、清煤移溜：
放煤结束后，开始清理浮煤，中高保证1.8m，2m2内浮煤平均厚度不超过30mm，然后逐棚摘掉主梁的中间柱，用单体柱慢慢推动溜子整体移至煤墙，并与煤帮柱留有0.2米间隙，在移溜时必须拉线，每次移溜距离不得少于20米，以防死弯损坏机体。
在移溜时只准从机头或机尾，向上或向下顺序依次进行，不准从机头、机尾同时向中间移溜。
运输机移好后要达到平、直、稳、正、牢，防止机头机尾在运行中摆动，影响运输机能力，溜子移好后要及时打好中间柱。
6、整修：
放煤后，必须对单体液压支柱进行二次补液以达到支撑顶板作用，保证工作面有足够的空间。
另外，因受顶板压力影响而出现支架歪旋、迎山不照、帮顶不严、漏煤等问题都要逐棚进行处理，使整个采面达到三直、一平、两畅通。
至此便完成一个循环。
四、工作面正规循环生产能力
工作面采高为1.8m，平均煤厚为8，循环进度1.0m
W=L·S·H·R·C÷COS16º=55×8×1×1.38×0.80％
＝485.76吨
式中：
W—工作面正规生产能力
L—工作面平均长度55米
S—工作面平均煤厚8m
H—循环进度1m
R—煤的容量1.38吨/m3;
C—工作面回采率0.80%。
第三节设备配置
该工作面采用DW22-300/100型单体液压支柱配合DFB2200/300型π型钢梁两梁五柱支护形式。
一、工作面支架数量
101工作面平均长度55m，按棚距0.6m计算，工作面支架总数为55/0.6=92棚（对棚且包括上下端头支护）。
因此工作面兀型钢梁数为（92-10）×2=164根，备用梁数按棚梁的10﹪计算，备用梁数约为17根。
单体液压支柱数为（92-10）×5+10×7=480根，备用柱按单体柱的10％计算，备用柱数约为48根。
二、工作面备用梁（包括长梁）和单体柱存放在工作面回风巷距工作面后安全出口20～40m的范围内，备用材料要挂牌管理，管理牌上要标明备用材料的名称、备用材料的数量、规格及负责人。
三、运煤方法：
工作面采用人工攉煤，敷设一台SGB-17型刮板输送机运输；机巷铺设二台SGB-17。
具体情况见表6工作面
机械设备配备及技术特征一览表
工作面机械设备配备及技术特征一览表表6
设备名称
型号
单位
数量
主要技术特征
备注
单体液压支柱
DW22-300/100
根
480
F额=300KN
备用支柱10%，48根
“л”型钢梁
DFB2200/300
根
164
备用梁10%，17
“л”型钢梁
DFB4000/300
根
20
2
泵站
XRB2B
台
2
额定工作压力：
20MPa额定流量：
80L/min电动机功率：
17KW
放炮器
KB-50
台
1
工作面刮输送机板
SGB—17
台
1
额定电压：
660V额定功率：
75K输送量：
150T/h链速：
0.868
机巷刮板
输送机
SGB—17
SGB—17
台
1
1
额定电压：
660V额定功率：
17×2＝34KW输送量：
150T/h链速：
0.86
小绞车
JD-1
台
1
牵引力：
10KN电动机功率：
11.4kw
潜水泵
BQW-15×30-4
台
1
煤电钻
MZ-1.2
台
1
额定电压：
127V额定功率：
1.2KW
第三章顶板控制
第一节支护设计
根据周边煤矿情况，炮采放顶煤采煤工作面采用的支护型式、支护材料及有关矿压观测参数，结合我矿地质条件及煤层赋存情况，采煤方法选用时，充分考虑同等地质条件下采煤工艺的推广性，借鉴周边相邻矿开采“三软不稳定”厚煤层放顶煤的先进经验，炮采放顶煤在开邦及放煤过程中，压力分布不均衡，为了增加工作面的支护强度，保证施工安全，我矿采煤工作面的支护型式选用DFB2200/300型π型钢梁配DW22-300/100型单体液压支柱对子棚梯形支护，金属网封闭帮顶，棚距（中~中）0.6m，梁长2.2m，要求两梁五柱，其中主梁下打3根柱，付梁下打2根柱，最大控顶距3.0m，最小控顶距2.0m，从而使开帮过程形成交替迈步前进的方式。
一、支柱、顶梁及技术特征
工作面采用的DW22-300/100型单体支柱和DFB2200/300型π型梁，其主要技术特征：
DW22-300/100型 DFB2200/300型π型梁
支护高度1.44-2.20m 梁体长度2.2m×95mm
支护宽度0.1m2/根 梁体承载能力300KN
支柱初撑力≥50KN 梁体支架面积0.228m2
工作阻力300KN 最大承载能力300KN
支护强度38
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