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幼儿

纳林庙煤矿二号井

采煤工作面作业规程

编号：

采〔2011〕号

工作面名称：

621-05工作面

队长：

李华伟

编制人：

赵建

编制日期：

二〇一一年十一月二十日

第一章概况1

第一节工作面位置及井上下关系1

第二节煤层3

第三节煤层顶底板3

第四节地质构造5

第五节水文地质6

第六节影响回采的其他因素7

第七节储量及服务年限7

第二章采煤方法9

第一节巷道布置9

第二节采煤工艺13

第三节设备配置17

第三章顶板控制23

第一节支护设计23

第二节工作面顶板控制25

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制29

第四节矿压观测33

第四章生产系统34

第一节运输34

第二节“一通三防”与安全监控36

第三节排水44

第四节供电44

第五节通信照明49

第五章劳动组织和主要技术经济指标51

第一节劳动组织51

第二节作业循环53

第三节主要技术经济指标54

第六章煤质管理56

第七章安全技术措施58

第一节一般规定58

第二节顶板59

第三节防治水61

第四节一通三防61

第五节运输62

第六节机电64

第七节其他72

第八章灾害应急措施及避灾路线77

会审意见

会审单位及人员签字：

总工程师：

年月日

安检站长：

年月日

生产技术：

年月日

通风：

年月日

机电：

年月日

地质：

年月日

一、存在主要问题

二、处理意见

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。

表1工作面位置及井上下关系表

煤层名称

6-2煤

采区名称

一采区

地面标高

1309-1268米

井下标高

+1115～+1192米

地面相对位置

地面位于矿风井西南部，地面无建筑物。

回采对地面

设施的影响

回采造成地表下沉，地面无建筑物。

井下位置及

与四邻关系

回采区域东邻621-04采空区，西邻621-06未开采实体煤，南邻6-2煤层井田边界，北邻6-2煤层辅运大巷，上部为4-2煤层，下为6-2煤底板。

走向长度/m

2882

倾斜长度

240m

面积/m2

691680m2

详见图1：

工作面井上下对照图

图1：

工作面井上下对照图

第二节煤层

见表2：

工作面煤层情况表。

表2工作面煤层情况表

煤层厚度（m）

6.26～6.71

6.4

煤层结构

简单

煤层倾角（o）

0～1

0.5

开采煤层

6-2

硬度

1-3

煤种

不粘煤

稳定程度

稳定

煤层情况描述

本工作面回采延安组6-2层煤，在井田范围内全区发育，煤层厚度为6.26～6.71m，平均6.4m。

煤层结构简单，均为不粘煤，煤种单一，属稳定煤层。

容重1.28t/m3，灰分为5.95%，发热量为28.41-30.2MJ/Kg。

第三节煤层顶底板

表3工作面煤层顶底板情况见。

表3工作面煤层顶底板情况表

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

特征

基本顶

细砂岩

10.17～28

固结性较差，较软。

直接顶

砂质泥岩

5.81～26.38

固结性较差，较软，局部顶板有泥岩，块状，较硬。

直接底

砂质泥岩

0～4.53

胶结程度较差，较松散。

老底

细砂岩

5.87～7.8

灰色，砂质泥岩，局部为粉砂岩。

具体见图2：

工作面地层综合柱状图。

图2：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

在该区域内无断层发育。

二、褶曲情况及其对回采的影响

本区域范围内赋存一处单斜构造，单斜构造向南西方向倾斜，该构造对煤层变化影响很小，煤层内生裂隙发育、易破碎冒落，要加强帮顶管理，防止冒顶事故发生。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩）

在该区域内地质条件简单，无熔岩陷落柱、火成岩的存在。

见表4.影响回采的其他地质情况表

表4影响回采的其他地质情况表

序号

项目

指标及备注

瓦斯含量

本矿井属于低瓦斯矿井，因煤层节理裂隙发育，瓦斯含量较低，经过现有的开采情况，一般情况下瓦斯含量很少。

但有爆炸危险性。

煤尘含量

本矿井属低煤尘矿井，煤尘含量较低，但有爆炸危险性。

自然发火期

本矿井煤层易发火，自燃发火期为40-60天。

岩浆侵入

本区无岩浆侵入。

河床冲刷

本区无河流冲刷。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

本区域6-2煤层裂隙及节理较为发育，煤层本身含有少量裂隙水，工作面水的来源主要是地层裂隙水及大气降水沿着裂隙进入工作面。

二、其他水源的分析

预计本工作面最大涌水量为20m3/h。

三、涌水量

1.正常涌水量。

根据对本煤层已采工作面正常涌水量统计，预计本回采工作面正常涌水量10m3/h。

2.最大涌水量。

根据对本煤层已采工作面最大涌水量统计，预计本工作面最大涌水量为20m3/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（表5）

表5影响回采的其它地质情况表

瓦斯

本矿井属于低瓦斯矿井，因煤层节理裂隙发育，瓦斯含量较低，经过现有的开采情况，一般情况下瓦斯含量很少。

但有爆炸危险性。

煤的自燃倾向性

煤层的自燃发火期为40-60天

地温危害

无

冲击地压危害

无

第七节储量及服务年限

一、储量

（一）工作面工业储量

工作面工业储量=走向长度×煤层厚度×面长×煤容重

=2882×6.4×240×1.28=566.62万吨

（二）工作面可采储量

本面采用一次采全高回采工艺，工作面设计采高为6.1m，

工作面可采储量=走向长度×煤层厚度×面长×煤容重

=2882×6.1×240×1.28=540.06万吨

本面采用一次采全高回采工艺，工作面设计采高为6.1m，回采率达到95%，符合相关规定。

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12

=[2882/（0.8×6×3×30×89%）]/12=0.624年

其中89%为月不平衡系数，截深0.8m，每班6刀，3个生产班为一个圆班，每月天数按30。

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

该采区由山东济南设计院设计，采区工作面采用倾斜长壁布置。

主副斜井及风井位于矿井中北部，辅助运输大巷、皮带运输机大巷和回风大巷位于矿井一采区北部，在+1197.6（巷道底板）水平井底布置有中央变电所、水泵房和水仓。

矿井辅助运输采用了无轨胶轮车运输方式，车辆从地面经过井筒、井底车场、西翼辅运大巷、辅运顺槽直接到达工作地点。

二、工作面运输巷

1、工作面辅运顺槽

工作面东侧顺槽为辅运顺槽，沿煤层底板布置，邻近621-04主运25m煤柱。

辅运顺槽采用锚杆支护，巷道顶板布置5根锚杆，锚杆采用φ16×2100mm树脂锚杆，排距×间距=1000×1100mm。

顶板破碎处采取锚网钢筋梯支护形式，网片采用14＃铁丝织成的规格为长×宽=5.0×1.2m，网孔40mm×40mm；钢筋梯采用Ф10mm的圆钢焊接而成规格为长×宽=4.85×0.08m。

巷道采用矩形断面，净宽5500mm，净高3700mm，断面积20.35m2。

主要用于该工作面的进风和运料。

辅运顺槽内布置有φ108mm的供水防尘管路一趟、排水管路一趟、压风管路一趟，并在靠近工作面的地点设有移动电站一处、乳化泵站等设备。

电缆敷设于采帮。

2、工作面主运顺槽

工作面西侧顺槽为主运顺槽，沿煤层底板布置，位于辅运顺槽西240m处。

主运顺槽采用锚杆、钢筋梯支护，巷道顶板布置5根锚杆，锚杆采用φ16×2100mm金属锚杆，树脂锚头，排距×间距=1000×1100mm。

巷道采用矩形断面，净宽5500mm，净高3800mm，断面积20.9m²。

主要用于该工作面的运煤和回风。

主运顺槽内布置有φ108mm的供水防尘管路一趟、排水管路一趟、压风管路一趟等，并在靠工作面侧设置转载机和胶带输送机。

三、工作面回风巷

工作面回风巷位于辅运顺槽西侧，沿煤层底板布置，位于辅运顺槽西240m处。

主运顺槽采用锚杆、钢筋梯支护，巷道顶板布置5根锚杆，锚杆采用φ16×2100mm金属锚杆，树脂锚头，排距×间距=1000×1100mm。

巷道采用矩形断面，净宽5500mm，净高3800mm，断面积20.9m²。

四、工作面开切眼

切眼位于矿井南面边界处，沿煤层底板布置。

支护形式为锚杆-钢筋梯-锚索联合支护。

五、硐室及其他巷道

在辅运顺槽中布置无轨胶轮车倒车硐室，硐室宽5.2m，高3.8m，长12m，采用锚杆支护。

纳林庙二号井621-05工作面巷道布置采用图2布置。

工作面主运顺槽荒断面5.5×3.8㎡（净断面5.5×3.8㎡），辅运顺槽荒断面5.5×3.9㎡（净断面5.5×3.7㎡），均沿煤层底板掘进。

详见图3：

工作面及巷道布置平面图。

图3：

工作面及巷道布置平面图

第二节采煤工艺

一、采煤工艺

1、采煤方法

本工作面采用倾向长壁综合机械化采煤方法。

2、回采工艺参数

煤层平均厚度6.4米，工作面割煤高度6.1米，割煤深度为0.8米。

3、回采工艺流程

3.1.工作面回采工艺

采煤机采用端头斜切进刀方式，单（双）向割煤，液压支架及时支护顶板。

3.2.采煤工序有如下两种：

（1）割顶、底煤→移架→推溜→清理。

（2）割顶煤→移架→割底煤→推溜→清理。

4、煤机生产工艺

4.1.采煤机进刀方式及运行顺序

（1）当采煤机割到工作面端头进刀段时，的运输机槽移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；

（2）煤壁割透后，下降两滚筒位置，前滚筒割1.0m左右的底煤、后滚筒割余下的底煤，返向牵引采煤机；

（3）将三角煤割掉后，再次抬起两滚筒进行正常割煤。

4.2.进刀距离的确定

D=2L采+L运弯

式中：

D—进刀距离，m；

L采—采煤机机身长，最大长度为15.495m；

L运弯—运输机弯曲段长度，取18m；

把以上数据带入式中，得

D=2×15.495+18=48.99m；

近似地，进刀距离取50m。

详见图4：

采煤机进刀方式示意图

图4：

采煤机进刀方式示意图

4.3.移架工序

工作面采用SAC电液控制系统控制支架，根据生产条件不同可以采取以下四种移架控制方式：

1）双向邻架自动顺序控制；

2）成组顺序控制；

3）煤机和液压支架联动移架；

4）手动控制移架。

4.4、推溜方式

根据该套支架的功能可实现四种推溜控制方式：

1）成组推溜；

2）手动推溜；

3）双向邻架控制推溜；

4）煤机和液压支架联动。

移架时，应滞后采煤机后滚筒3～5架进行（顶板破碎时应追机作业），如需紧随煤机推移输送机时，应滞后采煤机后滚筒10～15架，并且推移千斤顶同时逐次推出，最大水平弯曲±3度。

4.5、采煤工艺说明及要求

4.5.1、落煤方式

（1）正常时采用双向割煤：

前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，一次采全高。

（2）如遇运输机出现上窜下滑，采用单向割煤：

第一趟时前滚筒割顶煤，后滚筒割500mm左右的底煤；返回时前滚筒割1.0m左右的底煤，后滚筒割余下的底煤，往返一次割一刀。

4.5.2、装煤方式：

采煤机的装煤是通过滚筒螺旋叶片上的螺旋面进行装载的，将从煤壁上切割下的煤运出，再利用叶片外缘将煤抛至刮板运输机溜槽内运走。

还有运输机的铲板进行装煤。

4.5.3、运煤方式：

采煤机利用滚筒将煤装在运输机溜槽上，然后经运输机运送至机头侧卸在转载机尾溜槽内，经破碎机破碎后装在可伸缩皮带机上运出。

4.5.4、采空区处理：

采用全部垮落法处理顶板。

二、工作面正规循环生产能力

W=LShγc

=240×0.8×6.1×1.28×0.9=1349.22吨

式中W—工作面正规循环生产能力，t；

L—工作面长度，m；

S—正规循环推进长度，m；

h—采高，m；

γ—煤的视密度，t/m3；

c—工作面采出率，﹪

第三节设备配置

1、采煤机

选用MG900/2245－GWD型双滚筒采煤机，其主要技术参数如下：

适应采高：

2.7～6.3m；

截深：

865mm；

装机总功率：

2245kW；

供电电源电压：

3300V；

牵引速度：

0～12.2～24.4m/min；

卧底量：

603mm；

滚筒直径：

3200mm；

适应煤层硬度：

f≤4；

数量：

1台。

2、液压支架的主要技术特征

（1）基本支架型号为ZY-13000/28/63D型二柱掩护式液压支架，其主要技术参数如下：

支架高度：

2800～6300mm；

中心距：

1.75m；

工作阻力：

13000kN；

运输尺寸：

8640×1630×2810mm；

支护强度1.31～1.44Mpa；

底板比压2.29MPa。

数量：

133部

（2）过渡支架型号为ZYG-13000/28/63D（A、B）型二柱掩护式过渡支架，其主要技术参数如下：

支架高度：

2800～6300mm；

中心距：

1.75m；

工作阻力：

13000kN；

运输尺寸：

8640×1630×2810mm；

支护强度1.15～1.22MPa；

底板比压2.29MPa。

数量：

2部

（3）端头支架型号为ZYT-13000/28/55D型二柱掩护式端头支架，其主要技术参数如下：

支架高度：

2800～5500mm；

中心距：

1.75m；

工作阻力：

13000kN；

运输尺寸：

8640×1630×2810mm；

支护强度1.09～1.16MPa；

底板比压2.29MPa。

数量：

7部，其中端头3部，端尾4部。

3、运输设备

（1）刮板运输机型号为SGZ1250/3×855输送机（双中链），其主要技术参数如下：

外形尺寸（L×W×Hmm）：

1750mm×1250mm（内宽）×398mm

链速：

1.59m/s；

运输能力：

3600t/h；

装机功率：

3×855kW；

数量：

1部。

（2）桥式转载机一部，其型号为SZZ1350/525，设计长度35m，其主要技术参数如下：

悬空段中部槽规格（L×W×Hmm）：

3000×1350×785mm；

链速：

2.08m/s；

运输能力：

4000t/h；

装机功率：

525kW；

数量：

1部。

（3）破碎机一部，型号为PCM400，其主要技术参数如下：

破碎能力:

4000t/h；

电机功率:

400kW；

数量：

1部。

（4）带式输送机一部，型号为DSJ140/300/3×500型带式输送机，其主要技术参数如下：

电机功率:

3×500kW；

主运能力:

2500～3000t/h；

带宽:

1400mm；

带速:

4.2m/s；

数量：

1部。

（5）辅助运输设备选用防爆胶轮车，型号为ZL18EFB，数量一部。

4、泵站系统

（1）泵站及管路选型、数量

乳化液泵选用BRW400/31.5X4A型3台，喷雾泵选用BPW400/16F型3台，各装备三泵两箱；液压管路选择高压胶管，耐压45MPa以上。

①乳化液泵

型号：

BRW400/31.5X4A；

流量：

400L/min；

压强：

31.5MPa；

功率：

250kW；

数量：

3台。

②喷雾泵

型号：

BPW400/16F；

流量：

400L/min；

压强：

16MPa；

功率：

125kW；

数量：

3台。

③乳化液箱

型号：

XR-WS2500A；

容量：

2500L；

数量：

2。

④喷雾泵箱

型号：

RX-WS360/30；

容量：

3000L；

数量：

2。

（2）泵站设置位置

泵站安设在辅运顺槽距离采煤面100m左右的位置，随工作面推进前移。

（3）泵站使用规定

要保证泵站输出压力不小于30MPa，浓缩液浓度0.9%～1.5%，要加强支架与泵站的维修，杜绝系统的窜漏液。

设备布置见图5：

综采工作面设备布置示意图。

图5：

综采工作面设备布置示意图

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架支护强度验算

1、合理支护强度的计算

采用经验公式计算：

Ｐt＝（4～8）×g×h×r

=7×9.81×6.1×2.5=1047.2（kN／m2）

——Ｐt：

顶板对支架的压强（根据本矿井经验值，取7倍工作面的采高）；

——h：

采高（m）；

——r：

岩石密度（t/m3）；

计算所得Ｐt值为1047.2（kN／m2），即为工作面合理支护强度。

2、工作面选用液压支架工作参数见表6

表6工作面条件与支架适应条件对照表

工作面条件

支架适应条件

采高

6.1m

2.7～6.3m

倾角

0～1°

0～6°

煤厚

6.71～6.22m

2.7～6.3m

煤硬度

2～3

≤4

底板比压

22MPa

2.29MPa

支护强度

1.0472MPa

1.31～1.44MPa

顶板种类

2类

3、支护强度验算：

1047.2（kN／m2）=1.0472MPa<1.31MPa；1.0472

支架底板比压2.29MPa<22Mpa

故选用平顶山煤矿机械有限责任公司生产的2

6500kN二柱式掩护支架能够满足工作面支护强度的要求。

二、参考本煤矿或邻矿同煤层矿压观测资料，填制本工作面矿压参数表（表7）

表7同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

直接顶厚度

5.81～26.38

直接低厚度

0～4.53

直接顶初次垮落步距

40-80

初

次

来

压

来压步距

最大平均支护强度

kN/m2

1200

最大平均顶底板移近量

200

来压显现程度

明显

周

期

来

压

来压步距

10-15

最大平均支护强度

kN/m2

明显

最大平均顶底板移近量

200

来压显现程度

明显

平

时

最大平均支护强度

kN/m2

1000

最大平均顶底板移近量

200

底板容许比压

MPa

巷道超前影响范围

第二节工作面顶板控制

一、正常工作时期顶板支护方式

工作面共安装142组液压支架，其中ZY13000/28/63D型二柱掩护式液压支架133组，主运顺槽端头放置3组端头支架ZYT13000/28/55D和1组过渡支架ZYG13000/28/63D，辅运顺槽4组端头支架ZYT13000/28/55D和辅运顺槽端头1组过渡支架ZYG13000/28/63D。

割煤后采取及时移架方式支护顶板，并及时打出护帮板；当顶板破碎、片帮严重时要紧跟煤机前滚筒移架及时打出伸缩梁。

支护要求：

1、工作面应达到动态的质量标准化要求，确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。

2、加强支架的支护质量，液压支架初撑力不得小于泵站压力的80%。

3、采煤机割煤后，要及时移架，移架步距0.8m，正常移架滞后采煤机后滚筒8m，但不超过15m，防止长时间空顶。

4、工作面顶板破碎或片帮严重时，要及时伸出伸缩梁进行超前支护，出现漏顶时，要及时用木料接顶，并升好支架。

5、采煤机过后及时移架护顶，端面距不得大于340mm；相邻支架错茬不超过顶梁侧护板高度的2/3。

6、采煤机割至机头机尾时，工作面顶板到顺槽顶板按特殊过渡架留取2.2-2.4m台阶，以满足液压支架支护要求。

二、正常工作时期的端头支护方式

工作面上下两端头在支架立柱与切顶线之间支设密集柱，不得超前或拖后回撤。

当切顶线以后出现悬顶时，切顶密集单体要密排，悬顶长度超过5m时要打斜撑支柱。

当工作面端头顶板破碎时，工作面每推进1.6m，均在端头两组支架上穿一根木板梁，沿工作面方向使用，必要时每循环一根，板梁规格为3200×120×120mm。

当端头三角煤顶板严重破碎时，应加强支护，护好三角煤顶帮，必要时支设与支架方向相同的木板梁抬棚，板梁一端置于支架前梁上，另一端支单体液压支柱。

在工作面超前压力大，顺槽断面缩小，已影响正常行人和主运时，另外编制放顶或扩帮卧底的专项补充措施。

三、特殊时期的顶板控制

1.工作面初次放顶技术措施

1.1.矿内要组织初次放顶领导小组、矿压观测组。

1.2.工作面初次放顶前，矿压组要在工作面设矿压观测点，实行现场连续观察，对上下出口、两顺槽及工作面煤帮每天检查，并及时向矿初次放顶领导小组汇报直接顶和老顶来压情况，以指导工作面顶板管理，保证安全生产。

定期向调度室汇报矿压、排水情况。

1.3.上下顺槽超前支护的单体支柱要达到初撑力，工作面上下出口要采取加强支护。

1.4.综采队要加强初次来压期间的组织管理工作，搞好工程质量和顶板管理。

1.5.跟班队长及班长对本措施的贯彻及本班顶板动态检测负全面责任，对工作面、上下顺槽支护及顶板动态情况进行巡回检查，发现问题及时采取针对措施。

1.6.工作面除煤机司机、支架工、运输机司机、端头工、卫生工外，其他人员无事情不得进入工作面，进入工作面人员必须在支架内行走，特别是在超前支护范围内，降架、移架的地点不准有人滞留，任何人员不得在两支架中间站立。

1.7.初次来压期间，端头工要注意安全，发现有片帮、冒顶、倒柱等现象时应提前采取措施，防止损坏设备及影响人身安全。

1.8.支架工拉架要严格按照作业规程和操作规程进行操作，根据顶板情况，选择合理的拉架方式。

来压前工作面的支架应调成最佳状态，泵站压力达到额定压力，支架要达到初撑力，接顶平、严、实，安全阀灵敏可靠。

1.9.加强工作面设备的维修与管理，保证设备的正常运转和快速推进。

1.10.采煤机割煤时要保证顶底板的相对平坦，严格按照规程要求控制好采高，调节好支架中心距和支架的几何形状，达到“三直”、“二平”、“一净”、“两畅通”的要求。

1.11.在初次来压前，瓦检员要跟班检查有毒有害气体的变化。

2、周期来压管理

根据相邻矿井生产经验，并结合矿井开采的实际情况，预计老顶初次来压步距为40m～80m，周期来压步距为10～15m。

在矿压观测方面，矿井在生产实践中还要不断积累矿压数据，有利于指导今后矿井生产。

2.1.工作面工程质量必须达到“三直、两平”的要求，来压时工作面液压支架必须达到初撑力，保证液压支架接顶平、严、实，避免液压支架出现大的仰俯角。

2.2.来压时工作面严格按支架操作的基本要求操作，根据实际情况，选择合理的拉架方式。

支架拉架时必须带压移架。

2.3.来压前加强设备检修，保证设备在来压期间正常运转。

2.4.来压时加强组织管理，组织快速推进，加快推进速度。

3、顶板破碎时的顶板管理

3.1.顶板破碎时带压移架，片帮严重时及时伸出伸缩梁进

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