21241回采作业规程.docx
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21241回采作业规程
XX煤业集团有限责任公司
XX煤矿
采煤工作面作业规程
工程名称：
12030工作面
施工单位：
采煤队
编制人：
编制日期：
2010年4月
目录
第一章工作面概况--------------------------1
第二章地质概况----------------------------1
第三章采煤方法及生产系统------------------2
第一节回采巷道布置--------------------2
第二节回采工艺------------------------2
第三节通风及瓦斯监测系统--------------9
第四节供电系统------------------------11
第五节运输系统------------------------12
第六节洒水降尘及防灭火系统------------12
第七节防排水系统----------------------12
第八节压风自救系统-------------------12
第四章劳动组织及正规循环作业图-----------13
第一节劳动组织-------------------------14
第二节正规循环作业-------------------14
第五章主要经济技术指标--------------------14
第六章安全技术措施------------------------14
第一节现场管理制度--------------------14
第二节安全技术措施--------------------15
第三节避灾路线------------------------26
第一章工作面概况
该工作面位于21采区东北部，工作面沿微倾斜方向布置，工作面长450米，宽85米，该工作面地面标高为250—260米，煤层底板标高为-50—50米，平均采深255米。
顶板为砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
本工作面上付巷是沿该采区的构造带边掘进，南部为我矿+35水平变电所、泵房、水仓。
根据120030上付巷（12010下付巷）掘进期间揭露情况，该工作面在回采期间局部会有小构造、并有薄煤带存在，且会出现少量顶、底板淋水。
顶底板淋水最小涌水量0.25m3/h，最大涌水量0.5m3/h，预计在回采期间不会受大的影响，但根据掘进期间实际揭露及探煤厚情况，该工作面地质构造较为复杂，对回采工作有一定的影响，但无老空存在。
第二章：
地质说明书
工作面地质储量
39万吨
煤层倾角
8—18度
厚度
6.5m
f
0.2
伪顶岩性
砂质泥岩
厚度
0—0.5m
f
3-4
直接顶岩性
炭质泥岩
厚度
2m
f
4-6
直接底岩性
砂质泥岩、砂岩
厚度
1.5—7m
f
3-4
最大涌水量
0.5m3/h
正常涌水量
0.25m3/h
瓦斯绝对
涌出量
1.5m3/min
瓦斯相对涌出量
2.26m3/T
煤尘爆炸性
指数
10%
煤层自燃发火期
不易自燃
主要地质
构造
根据掘进期间揭露情况分析，在本工作面中部会遇小构造，且局部瓦斯相对偏高对回采有一定的影响。
水文
根据工作面掘进期间揭露情况看，该工作面回采过程中会出现少量顶、底板淋水现象，最大涌水量0.5m3/h，但对回采不构成影响。
回采中应
注意问题
1、工作面回采过程中，加强顶板管理。
2、在工作面回采中，严格执行放炮制度。
3、过构造带时，应对支柱采取保护措施，加装防倒练，并防止放炮碴崩坏支柱。
4、应加强通风管理，严防瓦斯超限或聚积。
第三章采煤方法及生产系统
该工作面采煤方法为走向长壁炮采工作面及放顶煤开采一次采全高采煤方法。
第一节回采巷道布置
12030工作面位于21采区东北部，沿煤层走向布置二条巷道，一条用于进风、运煤，一条用于回风、运料，支护均为7㎡“U”型钢梯形巷道，规格为2.7（梁口）×2.6（腿）单棚支护，切巷为ZH1600/16-24Z集中控制整体顶梁组合悬移液压支架。
第二节回采工艺
一、回采工艺流程
1、回采工艺过程：
检修----打眼放炮（或手镐落煤）----落煤移架----放顶煤----移刮板运输机----交接班
采煤工艺过程见图：
2、落煤：
采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。
3、装煤:
采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。
4、运煤:
工作面采用改装22型刮板运输机运煤，运输巷采用改装22型刮板运输机结合SD—800型胶带运输机运煤。
5、工作面支护:
（1）、支护形式:
采用ZH1600/16-24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱，正常生产时，支架中心距1000mm±20mm。
材料规格
名称
单位
指标
名称
单位
指标
支架高度
m
1.6-2.4
支架数量
架
90
支架宽度
m
0.96
支架最大件重量
Kg
800
支架长度
m
3.0-3.6
支架重量
Kg
1600
支架行走步距
m
0.8
工作液
乳化液，M-10乳化油浓度2-5%
顶板管理参数
最大控顶距
3800mm
支架中心距
1000±20mm
最小控顶距
3000mm
顶底板移近量
<200mm
放顶步距
800mm
（2）、悬移支架移架过程
炮后护顶（前伸翻转梁超前护顶）——收回翻转梁----提起两根舍帮柱——前移顶梁及舍帮柱——前移煤墙柱——落四柱支撑顶梁——移托梁
（3）、移架操作顺序
①、放炮后伸出翻转梁超前护顶，在翻转梁掩护下采煤工手工落煤墙煤，刷出0.8m的移架步距宽度。
②、收回翻转梁。
③、操作手柄提起两根舍帮柱，使柱跟脱离底板100mm，将柱根向前移动800mm。
④、伸出移架千斤顶活塞，推动顶梁带动两根舍帮柱同时向前移动0.8m，然后将两根煤墙柱前移800mm。
⑤、顶梁移到位后，使顶梁与顶板严密接触约3-5秒，以保证达到初撑力。
⑥、待刮板运输机移过后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移0.8m，恢复到炮前位置。
⑦、将各操作手把扳到“零”位。
6、放顶煤：
（1）、悬移液压支架前移过程中，部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出，剩余顶煤自悬移液压支架移过后从后挡矸板下放出。
（2）、放顶煤顺序：
由机尾向机头方向（由上而下）。
（3）、移架时同时作业数不超过5个，并观察瓦斯和设备运行情况，防止瓦斯超限和压死刮板运输机。
（4）、移架之前，后排腿必须安装好挡板，或使用旧皮带、椽子挡门，防止煤或大块矸石窜入工作面。
（5）、放顶煤时，必须两人操作，一人放煤，一人观山。
（6）、放煤时，瓦检工要密切观察瓦斯变化情况，当上付巷瓦斯达到0.8%时，必须立即挡门，停止放煤。
待瓦斯浓度达到0.5%以下时，才能继续放顶煤。
（7）、移刮板输送机后，清净机道浮煤，同时清净老塘侧手把以下浮煤。
7、移刮板运输机：
待当班采煤段老塘煤放完，攉煤工把浮煤清干净后，开始整体移当班采煤段刮板运输机，移刮板运输机宽度为0.8m，刮板运输机弯度不得超过40。
二、顶板支护设计
（一）顶板管理方法
采用全部垮落法处理采空区。
（二）控顶距与放顶步距
该工作面最大控顶距3.8m，最小控顶距3m，放顶步距0.8m。
（三）特殊支护
1、端头支护：
工作面机头采用ZH1600/16-24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架，支架梁长3.6m,宽0.96m，紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚，托住下巷替换的2.4π型钢梁，摘除机头侧π型钢梁棚腿；工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护，支架梁长3.0m,宽0.96m，紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚，托住上巷替换的π型钢梁，摘除机尾侧π型钢梁棚腿，交接要实，不实处用木楔背实。
2、超前支护：
在上付巷内，自工作面煤墙向外用2.4mπ型钢梁配合单体柱打不少于20m的双排超前支护，10～20m范围内打单排；中、下付巷自工作面煤墙向外用2.4m型钢梁配合单体柱打不少于20m的双排超前支护，支柱初撑力达50kN以上，高度不低于1.8m。
（四）尾巷回收
为防止上隅角瓦斯积聚，要求下付巷与放顶线回齐，上巷尾巷可滞后1米回收，回收尾巷后放落顶煤，舍帮使用荆芭、川杆挡严蔽实。
（五）上、下付巷替棚
替棚长度自安全出口向前3-5米，替棚时使用2.4米的π型钢梁配单体液压支柱，不准空帮空顶，支柱距梁头0.1米，保证巷道高度在2.0米以上。
附：
工作面支架布置图
（六）顶板支护设计
1、相邻工作面矿压观测结果：
根据相邻工作面观测结果分析，该工作面直接顶初次跨落步距为0-3米，老顶初次垮落步距为15-20米，老顶的周期来压步距为8-12米。
复合顶板结构：
顶煤----直接顶----老顶
2、采场控制设计
工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。
（1）、支护强度
从直接顶初次跨落，老顶初次来压、周期来压进行计算，取其最大值。
①直接顶初次跨落期间的合理支护P1
P1=MzYzLz/（2Lk）
式中：
Mz----直接顶厚度2m
Yz----直接顶平均容重2.0t/m³
Lz----直接顶初次垮落步距1m
Lk----最小控顶距3m
则P1=（2×2×2）/（1×3）=2.7t/m2
②老顶初次来压期间合理支护强度P2
P2=A+MeYeCo/（4×Kt×Lk）
式中A----直接顶作用力
A=MzYzL/Lk
Mz----老顶垮落厚度2.5m
Yz----老顶平均容重2.0t/m³
L----最大控顶距3.8m
Co----老顶初次来压步距20m
Kt----岩重分配系数，受直接顶厚度与采高之比N控制N=2.94/2.0=1.47Kt取1.47
Lk----最小控顶距3m
则：
A=（2.5×2×3.8）/3=6.33t/m²
P2=6.33+（2.5×2×20）/（4×1.47×3）=6.03t/m²
③、顶板周期来压期间的合理支护强度P3
P3=A+MeYeC/（4×Kt×Lk）
式中:
C----周期来压步距取8m
则P3=6.33+（2×2×10）/（4×1.47×3）=2.62t/m²
取三个时期最大支护强度,则合理支护强度为:
P=6.03t/m2
④、工作面支护密度G（根/米²）
G=P/Fn
式中:
F----支柱工作阻力40t/根
n----支柱工作阻力利用系数0.85
P----最大支护强度取6.03t/m²
则G=P/Fn=6.03/（40×0.85）=0.18根/m²
实际支护密度为：
Gs=4/（1*3）=1.33根/m²
Gs>G,说明工作面支护强度可满足安全生产需要。
（2）、护
①护顶:
工作面所选支架顶梁规格为:
长3000mm,宽960mm,可以满足护顶要求。
②护底：
该工作面支架底部采用Φ300mm的铁鞋护底，可满足支护要求。
附：
工作面柱梁鞋使用情况表B-3-1
（3）、稳
P初=hr（cosα+sinα/f）/G实
式中：
h-----复合岩层厚度2.94m
r-----复合岩层密度2.0t/m³
α-----煤层倾角6°
G实------支护密度1.33根/米2
f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5
则：
P初=[2.94×2.0×（cos20°+sin20°/0.5）]/1.33
=7.17t/m2
=70.3kN
工作面实际支护密度为1.33根/㎡，则P初=7.17t/㎡=70.3kN/根。
三、爆破说明
1炮眼布置及特征：
炮眼布置采用三花眼，其特征详见炮眼布置图、炸药雷管消耗表。
2、爆破器材：
该工作面采用MZ-12手持式电动钻机配合1m的大麻花钻杆打眼，眼深1.2m，同排眼间距为2m，所用雷管为1-5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130毫秒，用MFB--200型起爆器起爆。
3、装药顺序：
顶、底眼均为1-5段毫秒管，颜色标记为红、黄、蓝、白、绿。
4、封孔方式：
采用水炮泥封孔，并用黄土填满封实，要求封泥长度不低于600mm。
5、联线方式：
串联。
6、放炮方式：
采用一次打眼，分组装药，分组起爆，一次起爆长度不超过35米，一次起爆雷管数量不超过35发。
附：
每排炸药雷管消耗表
项目
眼深
（m）
眼距
（m）
炮眼
个数
（个）
每眼
药量
（节）
总装
药量
（节）
雷管总
用量
（发）
工作面
长度
（m）
顶眼
1.2
2
120
2
240
120
240
底眼
1.2
2
120
3
360
120
240
循环量
—
—
240
—
600
240
说明：
1、每循环量的炸药消耗量：
G=600节×0.15kg/节=90kg
2、每循环雷管用量为240发
第三节通风及瓦斯监测系统
一、通风系统
1、新鲜风流
主斜井、副井----21运输平巷、21轨道平巷----21皮带、轨道下山---21皮带上山----12030下付巷----12030工作面
2、乏风风流
工作面----12030上付巷----12010上付巷---21回风下山---总回风巷----风井----地面
二、风量计算
1、按工作面同时工作的最多人数计算：
Q1＝4NK
式中N－－工作面交接班时的最多人数，取60人。
则：
Q1＝4×60×1.2＝288m3/min
2、按瓦斯涌出量计算：
Q2＝100kq
式中：
k—瓦斯涌出量不均衡系数取1.2
q―瓦斯绝对涌出量取1.5
则Q2＝100×1.2×1.5＝180m3/min
3、按炸药消耗量计算
Q3=25A
式中：
A----一次放炮所需的最大炸药量取11.25kg
则Q=25A=25×11.25=281.25m³/min
经计算：
Q＝max{Q1,Q2Q3}=288m3/min
风速验算
按工作面允许最低风速
Q=60×Vd×S最大
式中：
Vd-----工作面允许最低风速取0.25m/s
S最大----工作面最大断面积取3.2×2.0=6.4㎡
则：
Q=60×0.25×6.4=96m3/min
按工作面允许最高风速验算
Q=60×Vg×S最小
式中：
Vg-----工作面允许最高风速取4m/s
S最小----工作面最小断面积取4.8m2
则：
Q=60×Vg×S最小=60×4×4.8=1152m3/min
经计算和风速校检可知：
工作面配风量为288m3/min，即可满足生产需求，因此工作面风量确定为288m3/min，并根据瓦斯涌出量及工作面条件变化和其它情况做适当调整。
三、瓦斯监测系统
1、在工作面安装瓦斯监控设备，两个瓦斯探头，一个安装在距工作面上出口10米以内，报警点≥1%、断电点为≥1.5%，复电点均在1%以下，另一个安装在21241上付巷距上回风口10-15米以内，报警点≥1%、断电点为≥1.0%，复电点均在1%以下断电范围：
工作面及上、下付巷内全部非本质安全型电器设备。
2、当瓦斯监控系统出现故障时，必须及时处理。
处理故障时，要加强人工检查瓦斯，消除瓦斯积聚现象。
上隅角悬挂好便携式甲烷监测仪，每班班长必须随身携带便携仪，以便随时检查瓦斯。
附：
瓦斯监测系统图
第四节供电系统
该工作面电源由21变电所向该工作面供电,总装机容量为481.4kW。
附：
供电系统图
第五节运输系统
一、运煤路线
21241工作面----12030下付巷皮带----21皮带下山----18运输联巷----主斜井皮带上山----地面
二、运料路线
副井----东翼轨道下山----21轨道下山----21轨道上山12030上付巷----工作面
附：
21241工作面运输系统示意图
第六节洒水降尘及防灭火系统
一、综合防尘
（一）供水系统
地面水井─→主斜井下山─→21皮带下山─→12030下付巷─→工作面
（二）、综合防尘设施的配备与安装：
１、工作面输送机机头处及各转载点，安装喷雾装置，保证正常开机喷雾。
２、上、下付巷按规定安装防尘管路及附属装置。
３、在上、下付巷距工作面安全出口50m范围内安装防尘水幕,在距工作面60-150m范围内，各安装隔爆水袋60个，水量不小于200L/㎡。
４、放炮使用水炮泥封孔。
５、在上、下付巷及工作面内采用浅孔动压注水。
二、防灭火系统
（一）防灭火系统管路安装同供水系统
（二）防灭火管理制度
1、井下各种电器设备要消灭失爆现象，杜绝各种火源，防止火灾发生。
2、井下供电必须做到“三无”、“四有”。
3、设备加强检修，减少自身摩擦，当温度超限时停止运行。
4、胶带输送机头必须配备2台合格的灭火器和0.2m3灭火砂。
第七节防排水系统
该工作面防排水系统为：
1、12030下付巷做有临时水仓，并安装有污水泵，采煤队人员注意观察水量变化情况，发现异常立即汇报。
2、工作面在回采过程中出现顶板水时，采煤队应立即采取用编织袋装煤闸水措施，将水引到两巷水沟内到水仓，防止水流冲刷巷道，影响安全生产。
3、排水路线：
工作面----12030下付巷水仓----21轨道下山---21下部水仓-
地面。
第八节压风自救系统
1、在工作面进、回风巷应各安装一趟压风管、水管及电话线，并都设在巷道的同一帮。
2、距进、回风巷口向里每隔50m做一个5m深的硐室，做为压风自救站专用。
3、在每个自救站内安装一组不少于5个的自救袋，且每个自救袋内安装一个控制阀门。
4、水管通过自救站口处应设一个三通口，并安阀门控制。
5、每个自救站内应安装一个电话，且能于调度室随时联系。
6、压风管、水管及电话线必须与井上、下联通并启用。
第四章劳动组织及正规循环作业图
第一节劳动组织
一、劳动组织方式：
采用“边采边准”的“三八”制作业方式。
二、劳动组织
附：
劳动组织表
序
号
工种
人数
合计
六点班
二点班
十点班
1
采煤工
30
30
30
90
2
杂工
10
10
10
30
3
打眼装药工
3
3
3
9
4
溜子司机
3
3
3
9
5
皮带司机
10
10
10
30
6
泵站司机
2
2
2
6
7
班组长
2
2
2
6
8
验收员
1
1
1
3
9
跟班队长
1
1
1
3
第二节正规循环作业
循环进度0.8米班循环数0.5个
循环率66.7%日循环个数1.5个
循环产量320.4吨班产量320.4吨
日产量961.4吨月产量27879.2吨
回采率85%
附：
正规循环作业图T-4-1
第五章主要经济技术指标
序号
项目
单位
指标
1
切巷长
米
85
2
走向长
米
450
3
煤层
米
6.5
4
煤层倾角
度
8-18
5
地质储量
万吨
39
6
可采储量
万吨
37
7
回采率
%
85
8
循环进度
米
0.8
9
日循环个数
个
1.5
10
循环产量
吨
320.4
11
正规循环率
%
66.7
12
工效
吨/工
8.4
13
最大控顶距
米
3.8
14
最小控顶距
米
3.0
15
放顶步距
米
0.8
16
日出勤人数
人
186
第六章安全技术措施
第一节现场管理制度
一、工作面交接班制度
１、每班跟班队长、班长、验收员必须在井下现场交接班，交接班时要交待清楚上班遗留的问题，及下班会出现的问题，并填好相应记录。
２、跟班队长是现场管理的第一责任者，交接班时先检查工作面情况，并对上班遗留问题及当班存在的问题给班组长布置好，安排到位。
３、班组长交接班过程中，发现的主要问题应与跟班队长结合，控制好打眼、放炮等各个生产环节，指挥职工作业。
４、验收员交接班过程中应说明上一班存在的问题、顶板控制情况及压力分布情况，给职工讲明操作过程中应注意的问题，并填写相应记录。
５、在交接班过程中发现有重大不安全隐患，当班不能解决的，应及时向相关部门汇报，听候安排处理。
二、工程质量验收制度
1、区队要成立由4-5人组成的验收小组。
2、验收员全权负责当班工程质量的验收。
3、验收小组成员要严格执行交接班制度。
4、验收员要严格按作业规程和采煤工作面质量标准验收工程质量。
三、机电设备管理制度
1、对工作面的机电设备要实行包机制。
2、设备负责人对所包设备履行维修保养制度，严禁用溜子运送物料。
3、设备负责人必须由机电队长统一领导。
4、设备负责人必须对所管设备的结构、原理、性能及常见事故的处理有深刻的了解。
5、设备负责人针对月检、周检、日检的内容进行详细认真的检查维修，并进行记录，装入设备本身的档案管中。
6、对于生产中出现的问题，设备负责人要及时汇报给有关领导。
7、对设备常用配件，设备负责人要提前领取，对闲置设备要放到中付巷距工作面30米以外的地方。
8、因不负责而使设备发生事故，应视情节轻重对设备负责人和责任人给予警告、罚款、降级直至开除的处分。
四、泵站系统管理制度
1、每班配2人泵站系统管理人员，其中一人为泵站司机、一人负责管路和注液枪的修理。
2、泵站司机负责液压泵站的维修和泵站卫生。
3、泵站压力不小于25Mpa，乳化液浓度不小于2～5％。
4、泵站司机要持证上岗。
5、管子架设在电缆下与之平行前进。
五、工作面初采技术措施
1、首先在工作面内套棚，保证悬移支架正常使用，悬移支架柱4根。
2、初采前要求工作面支架完整，设备正常运转。
柱子达到应山有力，液压系统运行灵活，供液系统不漏液。
3、悬移支架初次使用，当柱芯升至200mm左右时，反复升降几次以便排出空气，然后再注液升紧升到位置时及时锁住。
4、进风巷按规定打好超前支护，支柱穿鞋、初撑力达到90kN。
5、第一排巷采通后，及时做出机头、机尾安全出口规定断面。
6、浮煤清理干净，高度达到2.2米，先移动顶梁在移托梁，工程合格后准备初放工作。
六、工作面初放安全技术措施
1、把电话安装到进风巷机头处，保证井上、下通讯联系。
2、移架前必须检查工程质量，不合格支架重新返工，对工作面所有支柱二次注液，保证初撑力达到要求。
3、初采初放严禁放舍帮煤，保证舍帮落实闭严。
4、移动支架时，二人一组，一人操作，一人观山。
5、初采初放期间，加强顶板管理工作，发现有异常情况，立即撤人，处理完毕后，方可恢复施工。
第二节安全技术措施
一、顶板安全技术措施
（一）工作面支架安装要求
1、工作面支架安装时必须编制支架安装专项安全技术措施，并进行会审。
2、工作面支架安装时必须在厂家技术人员的指导下，严格按支架安装安全技术措施执行。
（二）悬移液压支架使用操作安全技术措施
1、悬移液压支架操作人员必须经过专门培训，熟悉其性能、构造原理和液压控制系统，熟悉支架使用操作安全技术措施，能够按完好标
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