采煤工作面作业规程.docx
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采煤工作面作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
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表
水平名称
+830
采区名称
Ⅲ采区
地面标高
1048
井下标高
832
地面相
对位置
地面无任何建筑物设施
回采对地面设施的影响
无影响
井下位置及与四邻关系
9108回采工作面位于本井田内第三采区南进风大巷的西翼，由10、11顺槽及开切眼圈定而成。
该回采工作面北邻9106工作面采空区，南邻9110工作面，西至井田边界线，东至主斜井保安煤柱线。
走向长度/m
396
倾斜长度/m
110
面积/㎡
43560
第二节煤层
工作面煤层情况见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度/m
4.56
煤层结构
简单
煤层倾角/（°）
3——6
开采煤层
9#
煤种
焦煤或瘦煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
该工作面所采煤层为石炭系上统太原组9#煤层，煤层平均厚度4.56m，倾角3——6°，走向东西，倾向南北，煤层赋存稳定可采（局部地方有氧化现象），目前由于条件所限，采高只采2.4m
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3。
表3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
L1灰岩
3.44
灰白色以灰岩为主，砂岩次之
直接顶
砂岩
6.79
灰白色以砂岩为主，长石次之
伪顶
灰色页岩
4.3
页岩及砂质泥岩呈黑色和灰白色
直接底
深灰色页岩
0.66
深灰色含砂量小，含植物化石碎片
基本底
浅灰色粘土岩
2.21
灰竭色以石英为主，长石次之
后附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
本工作面在顺槽掘进过程中未发现大断层，只有落差很小的断层，在开采过程中，可强行通过，对生产没有太大的影响。
二、褶曲情况对其回采的影响
该工作面范围内没有对回采形成影响的褶曲存在。
三、其它因素对回采的影响
该工作面范围内没有陷落柱、火成岩等。
第五节水文地质
一、含水层（顶部和底部）分析
井田地表未出露，含水层由厚层中——细砂岩及灰岩组成。
其中砂岩厚4.5——11.5m，单层厚1.0——8.0m。
岩芯完整，节理裂隙不太发育，裂隙与水平面夹角70°左右，少数节理裂隙被元解石细脉充填。
本井田范围内属水文地质补给区，汇水面积小，且受地貌形态的限制，大气降水不易渗入，补给量小，故具富水性较强。
据野外实地调查资料，该矿及其附近生产矿井的竖井、斜井中该含水层的水极激甚至干涸，且随季节明显变化，雨季量大，旱季量小。
二、其他水源的分析
局部地段顶部和底部有少量涌水，但对开采影响不大。
三、涌水量
据揭露的顺槽推算，回采过程中的顶板渗水、滴水对生产影响不大。
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4。
表4影响回采的其他地质情况表
瓦斯
绝对涌出量为0.49m3/min，相对涌出量为1.09m3/t
CO2
绝对涌出量为0.61m3/min，相对涌出量为1.36m3/t
煤尘爆炸指数
煤尘经测定具有爆炸性，爆炸指数为17
煤的自燃倾向性
属Ⅲ级不易自燃煤层
地温危害
地温属正常区，无危害
冲击地压危害
地压未做过测试，但从开采至今未发现有地压异常现象
二、冲击地压和应力集中区
无冲击地区和应力集中区
三、地质部门建议
1、回采过程严格控制采高，加强工作面顶板的维护。
2、注意观察东上山的涌水量。
第七节储量及服务年限
一、储量
（一）工作面工业储量
Q=m·s·h·p
=396×110×4×1.4
=24.39万吨
m——工作面走向长度m
s——工作面倾向长度m
h——煤层厚度m
p——煤的密度T/m3
（二）工作面可采储量
Q=m·s·h·p
=396×110×2.4×1.4
=14.63万吨
m——工作面走向长度m
s——工作面倾向长度m
h——可采煤层厚度m
p——煤的密度T/m3
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）/11
=（396/40）/11
=0.9年
第二章采煤方法
采煤方法及其依据：
该工作面采用走向长壁式布置，正规壁式开采，采用爆破落煤，人工攉煤，刮板输送机运输；采用2.6m兀型钢梁交错迈步，一梁两柱控顶，循环进度0.8m；采用铁丝网护顶，单体液压支柱支护。
工作面上、下端头采用3.2m长梁，一梁三柱，四对八梁加强支护，全部垮落法管理顶板。
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
该工作面走向长度为396m，倾斜长度为110m，可采高为2.4m，其断面为110×2.4=264m2。
二、工作面运输巷
1、支护形式：
运输巷沿煤层底板掘进，巷中铺设SSJ650/30可伸缩皮带，支护形式为梯形木棚。
2、巷道净断面：
巷道上宽2.4m，下宽2.6m，净高2.0m，断面积为5m2。
3、巷道用途：
主要用于进风、原煤运输，安设转载机、皮带运输机。
三、工作面回风巷
1、支护形式：
回风巷沿煤层底板掘进，支护形式为梯形木棚。
2、巷道净断面：
巷道上宽2.4m，下宽2.6m，净高2.0m，断面积为5m2。
3、巷道用途：
主要用于9108回采工作面的回风及乳化液泵移变等的安置行人，运送物料。
四、联络巷
原煤运输巷与材料运输巷之间每隔100m留一个贯眼，用于工作面的材料运输及线路连接，断面支护形式与顺槽相同。
附:
回采工作面位置示意图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该工作面采用长壁式布置，正规壁式开采，采用爆破落煤，人工攉煤，刮板输送机运输；采用2.6m兀型钢梁交错迈步，一梁两柱控顶，循环进度0.8m；采用铁丝网护顶，单体液压支柱支护。
工作面上、下端头采用3.2m长梁，一梁三柱、四对八梁加强支护，全部垮落法管理顶板。
二、回采工艺
（一）工艺流程
安全检查→打眼→铺网→装药放炮→安全检查、临时支护→装运煤→移梁支护→移溜→回柱支护→安全检查
（二）回采工艺
1、安全检查：
进入工作面必须进行全面的安全检查，包括瓦斯、顶板、支护质量、设备等，确认安全可靠后方可开始作业。
2、打眼：
采用MZ—1.2型煤电钻与1.0m螺旋麻花钻杆布眼，打眼方式严格执行爆破说明书。
3、铺网：
采用1.0×10.0m2的铁丝网，长边搭接不小于0.10m，短边搭接不小于0.20m，联网间距不大于0.15m。
网铺好后，必须向老山侧拆回。
4、装药放炮：
采用MFB—100型矿用电容式发炮器发炮，雷管为矿用8#瞬发电雷管，炸药为煤矿许用2级乳化炸药。
一次爆破个数不得超过两炮，一次连续发炮长度不得超过10米。
5、安全检查、临时支护
每次发炮后至下一次发炮前，其发炮地点附近必须即时进行安全检查，发现顶板离层或冒落，必须立即处理，采取临时支护，确认安全后，方可开展下一道工序作业。
6、装运煤：
采用镐钎攉煤，攉煤时必须站位正确，退路畅通，且要随时检查作业地点的安全状况。
7、移梁支护：
及时移动置后梁柱，形成新的超前梁进行支护。
戗柱回收后要随时支设在新形成的置后梁下，同时回收切顶柱，支设到新的切顶位置。
8、移溜：
移溜应滞后攉煤15m—20m，从机尾到机头依次进行，至少两台移溜器交替作业，不可使溜子出现死弯，其弯曲段长度不得小于15m，推移后的溜子要保持平、直、稳。
9、回柱支柱：
首先检查工作面顶板情况，工具完好情况，严格先支后回的原则，坚持由下向上，从里到外的原则进行，回柱前首先加密第三排对柱为密集柱，回柱后支设的柱梁必须排列整齐。
10、安全检查：
回柱支柱完毕后，要及时清理工作面浮煤，必须对作业范围实行再次全面安全检查。
第三节设备配置
工作面设备
1、采煤
设备名称
型号
数量
生产厂家
安全标志号
二级煤矿矿用乳化炸药
Φ35
日用品
山西同德化工有限公司
20033507
煤矿许用瞬发电雷管
SJ8
日用品
汾西矿业集团工有限公司
20033204
煤矿用电容式发爆器
MFB—100
3
浙江电光防爆电器有限公司
20023645
2、支护
设备名称
型号
数量
生产厂家
安全标志号
单体液压支柱
DW—2500
1500
长治清华机械厂
910115—2002
金属顶架
DFB2600、3200
500
充矿集团邹城劲牛
工贸有限公司
20043705
铁丝网
1.0×10.0m2
日用品
中阳铁丝网编织厂
乳化液泵
XRB2B（A）
2
无锡煤矿机械厂有限公司
2001662
3、运输设备
设备名称
型号
数量
生产厂家
安全标志号
刮板输送机
SGB620/40
2
山东矿机集团有限公司
20021412
带式输送机
SSJ650/30
1
桐城市新瑞环保设备有限公司
20023520
后附炮采工作面设备布置图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、单体支柱工作面的支护设计
1、表6同煤层矿压观则选择式预计本工作面矿压参数表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
6.79
基本顶厚度
m
3.44
直接底厚度
m
0.66
2
直接顶初次垮落步距
m
6
3
初次来压
来压步距
m
16-25
最大平均支护强度
kN/m2
283.1
最大平均顶底板移近量
mm
800
来压显现程度
片帮、底鼓、下沉
4
周期来压
来压步距
m
20-25
最大平均支护强度
kN/m2
276.31
最大平均顶底板移近量
mm
400-500
来压显现程度
片帮、底鼓
5
平时
最大平均支护强度
kN/m2
268.3
最大平均顶底板移近量
mm
100
6
直接顶悬顶情况
m
1.0
7
底板容许比压
MPa
60
8
直接顶类型
类
9
基本顶级别
级
10
巷道超前影响范围
m
20
2、合理支护强度的计算：
（1）采用经验公式计算：
Pt=9.81·h·r·k=294.3kN/m2
式中Pt=工作面合理的支护强度kN/m2
h=采高m
r=顶板岩石重力密度t/m3一般可取2.5t/m3
k=工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，根据本矿具体情况选取为5
（2）根据“同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数表”中最大平均支护强度和经验公式计算的支护强度两项中选取最大值：
故工作面合理支护强度为294.31KN/m2。
3、支护实际支撑能力计算：
Rt=kgk2kbkhkaR=147.2KN
4、工作面合理的支柱密度计算：
n=Pt/Rt=2.0根/m2
n=工作面合理的支柱密度
Pt=工作面合理的支护强度
Rt=工作面支柱实际支撑
5、根据合理的支柱密度，确定工作面支柱排距为0.8m，柱距为0.7m。
6、选择合理的控顶距
最小控顶距为3.4m，最大控顶距为4.2m。
7、柱鞋直径的计算：
Φ≥200=177mm
式中Φ——铁鞋的直径mm
Q——底板比压可以从矿压参数参考表中查得MP2
二、支护材料
支护选用2200mm、2500mm液压支柱，2600mm、3200mm的兀型钢梁100×10.0m2的铁丝网，采用XRB2B（A）型乳化泵供液。
三、乳化泵站
（一）有XRB2B（A）型号的两台乳化泵，一台备用，一台给工作面单体液压柱供液。
（二）泵站位置
XRB2B（A）型号的两台乳化泵安置在9108回采回风巷出口处，有正常的通信、通风设施，决不影响回采的正常作业。
（三）泵站使用规定
①泵站必须安放平稳，固定牢靠，停放在顶板完好无片帮，无淋水处。
②乳化液泵站司机必须经培训，考试合格后方可上岗。
③无论开停泵都要发出信号。
④坚持使用乳化液浓度。
第二节工作面顶板控制
一、正常工作时期顶板支护方式
工作面采用单体支柱配合2600mm兀型钢梁，一梁两柱，交错迈步，加铺1.0×10.0m2的铁丝网来维护顶板。
柱距0.7m，排距0.8m。
要求：
A、工作面支护质量总体要保持“三直一平两畅通”、“三直”即：
煤壁成一直线，支柱成一直线，刮板机保持直线；“一平”即：
煤壁与支柱平行；“两畅通”即：
上、下安全出口畅通。
B、工作面的每一根支柱都要见底接顶，达到初撑力，并要有迎山角（1/4煤层倾角）。
柱距偏差不超过±50mm，严禁缺柱、漏打等现象。
保证支柱数量齐全，打紧打牢，见软底时要穿鞋。
C、铁丝网的搭接长边不小于10mm，短边不小于20mm，搭接处每隔150mm用铁丝拴牢。
二、正常工作时期的特殊支护形式
A、端头支护
端头支护是安全出口畅通以及刮板机头、机尾能够安全作业的重要保障。
所以在机头、机尾上方采用3.2m长梁加设四对八梁迈步式控顶，一梁三柱，加强支护。
B、戗柱
工作面回柱、放顶和老顶垮落时，为防止顶压推倒切顶支柱或使致后梁前移，在致后梁梁头下靠采空侧支柱的内侧向采空方向设一排戗柱，戗柱与梁夹角为75°左右，柱距为1.4m，（特殊情况要加密）戗柱底部要挖窝，顶部紧靠梁柱夹角打紧、打牢。
三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离
四、特殊时期的顶板控制
（一）过断层及顶板破碎时的顶板控制
当工作面过断层或顶板破碎时，必须超前移梁支柱，严格控制采高和工作面空顶距，兀梁支柱及时移到受力面积，必要时打木垛支护。
（二）应力集中区的顶板控制
工作面内原有的老巷，属于应力集中区域，通过该区域时采取以下措施：
1、过老巷前，需提前在老巷口支设两道兀型梁，梁长2.6m一梁二柱，单体应迎山有力，初撑力达到90KN。
2、过老巷前应将老巷内杂物清理干净。
3、工作面揭露老巷后，老巷口处及上下各3架要超前支护。
4、工作面与老巷口之间禁止人员进出及停留，有特殊情况需通过或回撤单体液压支柱时，必须将刮板输送机停电闭锁。
5、炮采至老巷时应小心放炮，勤观察顶板情况，有异常情况停止放炮工作，及时处理。
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
（一）9108运输巷与9108回风巷超前支护
（1）两巷超前支护距离不小于20m。
（2）超前支护形式：
对运输巷、回风巷至工作面20m范围内超前支护，先进行补联网，然后靠煤壁30cm处沿顺槽走向两帮进行加强支护，采用2.6m的兀型钢梁DW25—250/100型单体液压支柱，一梁三柱，梁与梁交错搭接30cm进行支护，局部冒顶处应先打木垛接顶，然后进行超前支护保证巷道内没有空顶假顶情况。
（3）工程质量和安全技术要求：
a、超前支护支柱必须成排成行，支柱必须打在实底上。
b、支柱的初撑力必须达到要求，底板松软的地带必须穿柱鞋。
c、架棚前必须执行“敲帮问顶”制度。
d、顶板不平、倾斜或冒顶，必须用棚板或木垛接顶，保证梁接顶严实。
e、支柱编号管理，巷道无浮煤浮矸，管线吊挂整齐，专人负责。
f、支柱无漏液、失效，兀型钢梁无严重变形，否则必须及时更换。
g、兀型钢梁按要求支护，杜绝反打梁。
h、支柱严禁超高低使用，同一工作面不得用不同型号的支柱。
I、初次放顶使用单体液压柱，必须先进行排气，注液时先清洗注液咀，如发现缸体弯曲、漏液现象时，不得使用，需及时更换。
j、注液枪完毕后，必须挂好，不得随意丢弃在底顶上。
k、两顺槽内支护在端头支护后回辙，严格执行先支后回。
l、回撤后按支护形式要求顺序支在超前支护段内。
m、工作面保证三直、两平、两畅通、一净、无漏液。
即三直：
工作面刮板输送机直、柱直、煤壁直。
两平：
顶、底板平。
两畅通：
进、回风巷两端头安全出口畅通无阻。
一净：
所有设备干净卫生，无浮煤、杂物。
无漏液：
所有设备无漏液、串液现象。
二、工作面安全出口的管理
回采工作面上、下安全出口是设备集中，人员出入的主要通道。
因为开掘时间长，支撑压力，因此在推进工作面前，除对上、下端头进行维护外，还必须在上、下顺槽距煤壁20m范围内进行长期的超前维护。
支护形式为在上、下顺槽的两侧用液压支柱，配合2600mm兀型钢梁加强支护，配合形式为一梁两柱，以保证上、下安全出口的完好与畅通。
三、支护材料的使用数量和存放管理
项目
规格
单位
数量
备注
单体液压支柱
DZ—25
根
1047
含备用
兀型钢梁
2.6m
根
380
含备用
兀型钢梁
3.2m
根
20
含备用
棚板
1.5×0.18×0.08m
块
日用品
含备用
圆木
Φ12－16×2.2m
根
日用品
含备用
附:
工作面支架布置图
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回风巷与运输巷顶板变化情况。
二、矿压观测方法
工作面每架立柱压力表1块，每次移架后搞好矿压观测。
压力表上要有保护压力表的措施。
工作面进、回风巷在围岩表面布置的观测站观测巷道围岩变化情况，并通过安设顶板离层仪观测巷道顶板离层情况。
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
运煤设备
设备名称
型号
装、转载方式
工作面刮板输送机
SGB620/40
人工攉煤
顺槽刮板输送机
SGB620/40
自动
顺槽皮带输送机
SSJ650/30
自动
（二）辅助运输设备及运输方式
辅助运输设备采用人力拉平车运输。
二、移溜方式
移溜应滞后攉煤15m—20m，从机尾到机头依次进行，至少两台移溜器交替作业，不可使溜子出现死弯，其弯曲段长度不得小于15m，推移后的溜子要保持平、直、稳。
三、运煤路线
工作面刮板→顺槽刮板→9108顺槽皮带→主皮带→主煤仓→主绞车提升到地面→地面刮板→煤场
四、运料路线
井口库房→副井→总回风巷→9108回风巷→工作面
附:
运输系统图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统
风量计算
按瓦斯绝对涌出量计算
Q=100qk
Q—工作面需要风量q—瓦斯绝对涌出量k—不均衡系数取1.6
故Q=100×0.49×1.6=78.4m3/min
按工作面温度计算
Q=60VS
Q—工作面需要风量V—工作面所需风速0.69m/sS—工作面断面（3.4＋4.2）/2×2.4=9.12m2
故Q=60×0.69×9.12=377.57m3/min
按工作面交接班时最多人数
Q=4N
N—工作面最多人数70人4—每人每分钟所需分量
故Q=4×70=280m3/min
按炸药用量计算
Q=25A
A—采煤工作面一次爆破的最大炸药用量kg
故Q=25×0.5=12.5m3/min
按风速
验算
按最低风速验算，工作面的最小风量
Q>15S=15×10.08=151.2m3/min
按最高风速验算，工作面的最大风量
Q<240S=240×8.16=1958.4m3/min
确定工作面实际需要风量377.57m3/min
通风路线
进风
1主斜井→车场→皮带下山→9108运输顺槽→工作面
②主竖井→主皮带巷→9108运输顺槽→工作面
回风
工作面→9108回风巷→总回风巷→副井→地面
二、瓦斯防治
（一）瓦斯检查
1、工作面瓦斯检查测点，即上下隅角、采空区附近、运输顺槽及回风流中的电气设备处。
2、工作面配备专职瓦检员检查瓦斯，每班检查三次。
3、瓦检员必须做到“一炮三检”，严格执行“三对口”制度。
4、当班带班长及其它特殊人员必须携带便携式瓦检仪，配合瓦斯员做好瓦检工作。
5、瓦斯超限后，必须通知工作面停止工作，切断电源，撤离人员，进行处理。
（二）瓦斯监测
1、分别在工作面上隅角和距工作面10m之内回风流中、距回风口10—15m内回风流中安设瓦斯探头，报警浓度为1.0%，断电浓度为1.5%，复电浓度为1.0%，断电范围为9108工作面及9108回风巷内所有非本安型电气设备。
2、每周对各探头维护调校1次，同时闭锁断电系统进行试验，发现问题及时处理。
3、生产单位对工作面供电系统检查一次，认真填写记录，保证电器的设备完好，杜绝电器的失爆。
附:
回采工作面通风系统图及瓦斯探头布置图
三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统
工作面进回风巷安设防尘水管、水幕、隔爆水袋、转载点设置喷雾装置。
（二）防尘措施
1、在9108运输巷各转载设置喷头，每隔50m留一个三通，供消防、防尘洒水用，回风巷每隔50m设一闸阀供消防洒水，并备有25m消防软管。
（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施
本工作面采用安设隔爆水袋方式来隔绝瓦斯、煤尘爆炸，工作面两巷距工作面60—200m范围内分别安设一组隔爆水袋，每组水袋设20排，排距为1.2m，每排4个水袋，水量要求加满，并悬挂隔爆设施牌板进行管理。
附:
防尘系统图
四、防治煤层自然发火技术措施：
（一）监测系统：
充分利用矿井瓦斯监测系统监测一氧化碳、温度的变化情况，在可能发生自燃的地点安设一氧化碳传感器，掌握巷道内气体变化，以掌握各种可靠的数据。
（二）综合防灭火措施：
1、加快工作面推进速度，尽可能不留浮煤、顶底煤。
2、工作面进回风巷安设供水防尘灭火管（可与防尘供水系统共用）进风巷100m安设一个阀门，回风巷每50m安设阀门1个，禁止任意拆除改作他用。
3、加强机电设备管理，严禁失爆，做到无“鸡爪子”、无“羊尾巴”、无“明接头”有过电流和漏电保护、有螺丝和弹簧垫、有密封圈和挡板、有接地装置、电缆悬挂整齐、坚持使用检漏继电器保护。
4、刮板输送机联轴节上的易熔塞、防爆线必须专用，不能用其他物代替。
5、各带式输送机机头必须配备2个灭火器及防火砂箱，砂箱内装满砂，并且无杂物。
（三）防灭火要求：
采煤工作面及进回风巷发生火灾时，首先维持正常风流状态，直接灭火，同时打开上风侧水幕，降低火焰温度，必要时增加工作面风量，以免形成火风压造成风流逆转。
如直接灭火无效时，则人员按规定的避灾路线撤离。
采取措施封闭火区。
第三节排水
一、设备选型
工作面涌水量不大，因此可选用5.5KW水泵排水。
二、供排水路线
1、供水系统：
从主皮带巷总供水管→顺槽→工作面进、回风巷
2、排水系统：
9108工作面及上、下巷→主皮带巷→采区水仓→主水仓→副井→地面
附:
排水系统图
第四节供电
一、供电系统
本工作面由地面配电室增压柜变为供电电压660V使用3×95＋1×25橡胶电缆送入井下配电室400开关，再由400开关通过3×50＋1×10橡胶电缆送到进风顺槽口350开关送至叁台120开关：
一台控制顺槽刮板，一台控制工作面刮板，一台控制乳化泵；另一台综保控制工作面的80开关和煤电钻综保，这些设备应与工作面煤壁经常保持15—20m距离。
二、电器整定计算
各开关整定一览表
序号
设备
功率（KW）
整定值（过载、过流）
1
工作面刮板机
55
68
2
顺槽刮板机
55
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