东21041工作面作业规程.docx
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东21041工作面作业规程
编号：
LG-CM-E21041-2013-3
郑煤集团公司
芦沟煤矿
采煤工作面作业规程
工作面名称：
东21041工作面
编制人：
刘洪梅
施工队:
采煤一队
总工程师：
薛国学
批准日期：
2013年12月10日
采面名称
东21041工作面
会审时间
2013年12月10日
会审地点
矿调度室一楼会议室
部门
职务
意见
签字
生产科
副科长
同意
李红朝
安质科
副科长
同意
普振华
调度室
副总
同意
秦迎
通风科
科长
同意
张小旺
地测科
科长
同意
张超
机电科
科长
同意
闫保善
供应科
科长
同意
杜爱军
采一队
队长
同意
吴付喜
采二队
队长
同意
罗仁彬
生产矿长
同意
赵留现
安全矿长
同意
关永龙
机电矿长
同意
王志军
总工程师
同意
薛国学
会审意见表
会审意见：
1、该面局部煤层较厚，应加强瓦斯抽放，回采期间，控制好放煤量和放煤口个数，坚持单口间歇移架作业，严防瓦斯超限作业。
2、该面下段比上段长出30m，应调斜回采，保证上下头同时推进至停采线。
目录
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1
第三节煤层顶底板2
第四节地质构造2
第五节水文地质3
第六节影响回采的其他因素4
第七节储量及服务年限5
第二章采煤方法6
第一节巷道布置6
第二节采煤工艺7
第三节设备配备13
第三章顶板控制14
第一节支护设计14
第二节工作面顶板控制19
第三节上下付巷超前支护及端头顶板控制21
第四节矿压观测23
第四章生产系统24
第一节运输24
第二节“一通三防”与安全监控25
第三节排水30
第四节供电31
第五节通信照明36
第五章劳动组织和主要技术经济指标39
第一节劳动组织39
第二节作业循环39
第三节主要技术经济指标39
第六章煤质管理41
第七章安全技术措施43
第一节一般规定43
第二节顶板45
第三节防治水52
第四节爆破53
第五节“一通三防”及安全监控57
第六节运输60
第七节机电67
第八节其他73
第八章工作面区域安全避险系统77
第九章灾害应急措施及避灾路线80
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1-1
表1-1工作面位置及井上下关系表
水平名称
-150
采区名称
东21采区
地面标高（m）
＋210～+225
井下标高（m）
-102.1～-146.7
地面相对位置
该面地表为农田，西部为赵寨北沟，沟深10～20m；地势西高东低，呈阶梯状分布。
回采对地面影响
该面回采后地表会出现沉陷，对农田灌溉有一定的影响。
井下位置及
与四邻关系
该面东至东21回风上山保护煤柱，西至14－补54钻孔附近，南部有已回采的东21061工作面采空区，北部35m处为李家窝正断层。
走向长（m）
155～234
倾斜长度（m）
158～178
面积（㎡）
31988
194.5
168
第二节煤层
工作面煤层情况见表1-2
表1-2煤层情况表
煤层厚度（m）
3.0～8.0
煤层结构
整体结构简单局部有夹矸
煤层倾角（°）
5～22
5.5
13
开采煤层
二1煤层
煤种
无烟煤
稳定程度
不稳定
煤层硬度系数
（f）
1.0
绝对瓦斯
涌出量（m3/min）
1.5～3.5
相对瓦斯
涌出量
（m3/t）
1.3～3.0
煤层情况描述
该面煤层赋存不稳定，厚度3.0～8.0m，呈黑色粉沫鳞片状，块状具玻璃光泽；受地质构造影响，局部小断层发育，煤层顶底板起伏较大，受F9、F11、F16、F20断层影响，断层附近煤厚变化较大。
煤质情况见表1-3
表1-3煤质情况表
M
（%）
A
（%）
V
（%）
QDTg
（卡/克）
FC
（%）
S
（%）
Y
工业牌号
2.6
23.64
8.69
6089
0.43
无烟煤
该面在掘进期间揭露F9、F11、F16、F20正断层，预计在回采期间会出现打顶打底现象，造成外在灰分增加，对煤质有一定的影响。
第三节煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表1-3
表1-3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
顶板
老顶
中粒砂岩
15.0
灰白色中、细粒砂岩，以石英、长石为主，具斜层理；中部夹有薄层黑色泥岩，裂隙发育方解石脉。
直接顶
砂质泥岩
6.4
灰黑色，富含植物化石，发育薄层状砂质泥岩。
底板
直接底
砂质泥岩
12.4
深灰色泥岩，上部发育丰富的植物化石，下部致密坚硬，裂隙内有黄铁矿结晶。
老底
L7～8灰岩
13.0
灰黑色厚层状灰岩，含蜓蝌动物化石，层面发育方解石脉，致密坚硬，局部含燧石。
图1-1：
工作面地层综合柱状图（附后）
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
工作面断层情况见表1-4
表1-4断层情况表
地质构造情况
构造名称
走向（°）
倾向（°）
倾角（°）
性质
落差（m）
影响程度
F9
290
20
60～36
正断层
2.0
打顶打底
F11
290
20
50
正断层
2.0
打顶打底
F16
263
353
60
正断层
1.0
无影响
F20
250
340
75
正断层
7.0
打顶打底
二、褶曲情况及其对回采的影响
无
三、其他因素对回采的影响
无
第五节水文地质
一、含水层的分析
1、顶板水
该面南部的东21061工作面和东部的东21031工作面在回采期间均无顶板水；在掘进该面上中下付巷期间有少量的顶板滴淋水，预计回采期间会有少量的顶板砂岩水，无大的水患威胁。
2、底板水
根据该面物探资料显示，工作面整体表现为高阻区，仅在下付巷的浅部有小范围的低阻区。
该面最低标高-146.7m，依据水1孔资料显示，L1-4灰岩水位标高为+45m，与煤层底板的层间距为59.4m，最大水压值为1.92MPa，由公式T=P/M计算出突水系数为0.032MPa/m；依据-15水文孔和长观6孔观测资料显示，奥陶纪（O2）水位标高在+65m，最大水压值为2.1MPa，与煤层底板层间距为90.4m，同理计算出突水系数为0.023MPa/m，两者均小于临界突水系数。
该面南部的东21061和东21081采空区，有水时会顺采空区流走；且东21081流水巷对L7-8灰岩水长期进行着疏放，水量已由开始的30m³/h减小为1.0m³/h，底板L7-8灰岩水绝大部分已得到疏放，预计回采期间底板水无水患威胁。
但L7-8灰岩段由于加固底板时大部分以套管封闭，预计薄弱段会有少量底板水。
3、断层水
该面上付巷紧邻李家窝正断层保护煤柱线，经计算已预留35m保护煤柱。
在掘进期间揭露了F9、F11、F16、F20断层。
根据物探成果图显示，整体表现为高阻区，为了确保安全回采，已针对断层F9和F20设计了3个钻场17个孔注浆加固钻孔，所有钻孔单孔涌水量水量均小于10m³/h，检验孔涌水量小于3m³/h，经加固改造后，预计断层水对回采无影响。
二、其他水源的分析
1、老空水
该面下付巷沿空送巷，东21061工作面在回采期间没有受到底板水的影响，且该面最低标高高于东21061工作面采空区且下付巷口处空区水正常疏放，流量3m³/h左右，因此东21061工作面老空水对该面回采无影响；位于该面东部的东21031工作面在回采期间无水，中间有东21上山煤柱作为间隔，对回采也无影响。
2、钻孔水
工作面内有14-补54水文观测孔，根据资料显示为封孔质量良好。
三、工作面涌水量
综合上述该面正常涌水量为3.0m3/h，最大涌水量为10m3/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1-5
表1-5影响回采的其他地质情况表
瓦斯
低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量：
1.3～3.0m3/min；相对瓦斯涌出量：
1.5～3.5m3/t。
CO2
低CO2矿井，涌出量较小
煤尘爆炸指数
无爆炸性
煤的自燃倾向性
不易自燃
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、地质部门的建议
1、要加强对通风设施的检查维护和煤层瓦斯疏放工作，尤其是中付巷的通风和上付巷、上隅角瓦斯管理，防止瓦斯超限。
2、该面煤层赋存不稳定，局部坡度较大，需采取防止矸石滚落的措施。
3、该面受断层影响局部有打顶打底现象，回采到断层附近时要加强支护及煤质管理，严格爆破管理，确保安全回采。
4、针对掘进时丢底煤地段要提前采取落巷措施，尽量沿底回采，针对厚煤区要放净顶煤，清净浮煤，提高资源回收率。
第七节储量及服务年限
一、储量
㈠工作面工业储量：
万t。
㈡工作面可采储量：
t。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=工作面可采储量/月计划产量=22.1/3.5=6.3个月。
第二章采煤方法
根据东21采区煤层赋存条件和地质条件，保证采煤工作面安全高效开采，煤炭回收率达到最大化，依据我矿技术管理和装备水平的要求，确定东21041工作面采用走向长壁后退式采煤方法。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置概况
东21采区位于芦沟煤矿井田东翼，该采区布置有东21运输下山、东21回风下山、东21轨道下山、东21运输上山和东21回风上山。
五条上下山均布置在二1煤层中，其中东21运输下山、东21运输上山作为采区煤炭运输和进风主线路；东21回风下山、东21轨道下山、东21回风上山作为采区的总回风巷，其中东21回风上山、东21轨道下山还担负着材料运输。
二、工作面上付巷
上付巷设计长度220m，沿煤层底板布置，高度3.1m，宽度4.2m，断面12.0㎡，采用U29型钢金属支架支护。
该巷直接与东21回风上山相连，且又通过上山三联巷与东21运输上山相连接，巷内安装有一部无极绳绞车。
回采期间服务于工作面回风及材料运输。
三、工作面中付巷
中付巷设计长度200m，沿煤层底板布置，高度3.1m，宽度4.2m，断面12.0㎡，采用U29型钢金属支架支护。
该巷直接与东21回风上山相连，且又通过东21上山二联巷与东21运输上山相连接，回采期间用于工作面辅助回风。
四、工作面下付巷
下付巷设计长度320m，沿煤层底板布置，高度3.1m，宽度4.2m，断面12.0㎡，采用U29型钢金属支架支护。
该巷直接于东21运输上山连接，且又通过东21041下车场与东21回风上山相连接，巷内安装有一部转载机、一部刮板输送机和两部胶带输送机。
回采期间服务于工作面进风及煤炭运输。
五、工作面开切眼
该面地质条件复杂，初始切巷设计分上下两段，上段切巷长68m、下段切巷长70m，均沿煤层底板布置，高度2.8m，宽度3.5m，断面9.4㎡，采用29＃U型钢金属支架支护。
用于安装悬移支架、运输设备及连接上中下付巷形成生产系统。
图2-1：
工作面巷道布置示意图（附后）
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该面采用走向长壁后退式采煤方法，全部垮落法控制顶板，回采工艺为：
利用交接班期间对工作面进行注水，交班后打眼、装药、爆破落煤（手镐、风镐落煤），将伸缩梁伸出临时支护顶板，人工装煤，工作面使用SGB-630/150型刮板输送机运煤，下付巷采用SZB730/75型转载机、DSJ-80型带式输送机运煤至东21运输上山SDJ-80型带式输送机上，ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板，采用全部垮落法处理采空区。
二、采高
1、工作面悬移支架最大支护高度为2.4m，根据该套支架使用性能和技术要求，确定本工作面采高为2.2m。
2、循环进度0.8m。
三、工艺流程
工艺流程：
破煤→装煤→运煤→移架→放顶煤→移托梁→推移刮板输送机→采空区处理。
分述如下：
打注水眼、注水→打眼、装药、爆破落煤（手镐、风镐落煤）→临时护顶（伸出伸缩梁超前护顶）→装运煤（刷帮、挖柱窝）→提起四根支柱（脱离浮煤即可）、收伸缩梁、前移支架（同步进行）→落四柱支撑顶梁→放顶煤→移托梁→清运浮煤、推移刮板运输机→采空区处理。
㈠打眼、注水
1、使用风动钻机打注水孔，注水孔布置在伸缩梁梁头下方0.8m位置，间距5.0m，上仰角30～45°，深度3～5m。
2、工作面两端头第一个注水孔与两巷帮保持5.0m间距，必须严格观察两巷内替棚支架有无变化，发现不安全隐患及时处理。
3、注水时，封孔器应完全插入注水孔，封孔器外端离孔口深度应大于0.5m，并且封孔器与高压管连接销子口向下，防止封孔器因销子脱落遗留在注水孔。
4、每次注水前必须把封孔器背紧，防止封孔器窜出伤人或损坏封孔器，注水时注水孔前方不得站人，工作人员要站在注水孔上侧。
5、注水时，人员缓慢开启阀门，并严密注视压力表变化，注水压力应控制在1.5～2.5MPa，注水完毕后，要缓慢关闭卸压阀，使封孔器均匀缓慢卸压。
6、注水时，注水人员巡回检查注水管路、注水孔，发现有管路或注水孔跑水，应立即停止注水，进行处理；注水期间出现片帮、冒顶时立即停止注水，待处理后方可恢复注水。
7、注水必须有独立的注水系统，不能与支架供液管路共用一趟管路，确保支柱支撑力。
8、煤墙及两巷注水纳入工程质量验收内容，必须坚持不注水、不生产的原则，注水不合格工作面工程为不合格品。
9、保证注水效果，确保煤体充分湿润，粘结良好，注水效果以煤墙和相邻注水孔出水为宜。
10、注水结束后，由工程质量验收员认真填写注水记录。
附图2-2：
注水孔布置示意图（附后）
㈡打眼、装药、爆
交接班后，跟班队长及班组长负责首先检查处理工作面隐患，根据回采段煤墙软硬程度确定是否需要爆破落煤，如煤体坚硬需要爆破时，在瓦斯浓度符合规定的情况下按爆破图表的要求进行打眼、装药、爆破。
爆破设计说明如下：
1、炮眼布置参数：
炮眼布置为对眼，高眼深1.0m，底眼深1.2m，高眼在顶梁以下0.2m处，底眼距底板0.3m，高眼垂直于煤壁，底眼下扎角度为-10～-15°，与煤墙夹角为75～80°。
附图2-3：
炮眼布置示意图（附后）
2、装药量：
腰眼0.2Kg、底眼0.4Kg，根据煤层松软程度可适当增减装药量。
附图2-4：
正向装药示意图（附后）
3、爆破器材：
使用FD200XS-A型联锁数显遥控发爆器、煤矿许用三号乳化炸药，采用合格的1～5段煤矿许用毫秒电雷管，总延期时间不超过130毫秒。
4、联线方式：
串联
附图2-5：
炮眼联线示意图（附后）
5、起爆顺序：
高眼2～5段，底眼1～4段，依次起爆。
工作面爆破装药量表见表2-1
表2-1工作面爆破装药量表
名称
眼深（m）
眼距（m）
长度（m）
装药量（kg）
眼数（个）
总装药量（kg）
高眼
1.0m
1.0m
168
0.2
158
31.6kg
底眼
1.2m
1.0m
168
0.4
158
63.2kg
根据计算，该面炸药、雷管循环消耗量分别为：
炸药94.8kg/循环、雷管316发/循环；循环产量为168×5.6×0.8×1.4×93％＝979.9t/循环，由此可得出炸药、雷管万t消耗量分别为：
炸药967kg/万t、雷管3223发/万t。
㈢临时支护
1、扳动操作阀手柄使煤墙支柱缓慢卸载，并将支柱搬至便于煤墙剔顶刷帮的位置，随后将支柱升起对支架进行临时支护。
2、将煤墙闭帮用的旧皮带、椽子等材料拆除，并放到老塘侧。
3、对煤墙及顶板进行检查，严格执行敲帮问顶制度，及时处理活碴、煤块等，在确保安全的情况下进行下一步工序。
4、采煤工站在安全地点用手镐或风镐剃顶掏梁窝，剃顶掏梁窝时，要找准梁窝位置，根据工作面实际情况，俯采或落巷时要下扎梁头，下扎幅度要与上下付巷坡度保持一致；仰采或提巷时要上提梁头，上提幅度要与上下付巷坡度保持一致。
5、采煤工在剃顶掏梁窝时，严禁在裸露的顶板下作业，作业时要保持退路畅通。
6、剃顶掏梁窝长度达到0.8m时，及时将伸缩梁伸出进行临时护顶（如顶煤较为破碎时，可边剔顶边伸伸缩梁护顶）。
7、剔顶时，如出现片帮、冒顶流煤等现象，将四柱轻轻卸载，直接将支架移到位进行控顶支护（擦顶带压移架）。
8、剔顶后，如遇长时间停电、停水、停压等不能将伸缩梁伸出时，要及时用扁木、钎椽进行临时护顶，严禁长时间空顶。
㈣装运煤
该面采用SGB-630/150型刮板输送机运煤。
1、攉煤工首先观察工作地点的支架、煤墙、顶板等情况，严格执行敲帮问顶制度，发现不安全隐患，处理好后才能进行攉煤工作。
2、严禁骑跨刮板运输机攉煤；在工作面刮板输送机停机期间，不准往刮板输送机上攉煤，防止设备出现超负荷运行。
3、攉煤时要面向工作面刮板输送机机尾方向，防止从刮板输送机上部溜下的大块煤矸伤人。
4、攉煤工将煤墙侧浮煤攉出后，开始进行刷帮，作业时各眼场从最下一架开始向上逐架进行（工作面倾角﹥20°时，由上向下逐架进行），刷帮时采煤工用手镐、风镐从煤墙上部向下部逐渐进行，刷帮宽度保证达到0.8m，煤墙平直，没有凸凹现象。
5、刷帮时，要观察顶板、煤墙、支架完好情况，有问题及时处理，保证作业安全。
6、采煤工根据线位、迎山角大小，确定支柱柱窝位置；挖柱窝时坚持敲帮问顶，并注意安全，防止片帮伤人。
7、采煤工找准柱窝位置后，用风镐进行挖柱窝，柱窝要打在实底上，底板松软时，要垫好竹笆或皮带柱鞋。
㈤移架
1、刷出合适的移架步距后，缓缓收回伸缩梁，同时操作手柄提起四根支柱，使支柱柱鞋脱离底板约100mm距离（移架操作前，必须先将后立柱适当收缩，脱离底板，然后将柱根向煤墙方向前移约0.3～0.4m，防止移相邻支架时舍帮煤矸将后支柱埋压造成移架困难）。
2、操作移架手柄使千斤顶活塞伸出，推动顶梁带动四根支柱同时向前移动，移动位置以工程质量验收员划线为准。
3、顶梁到位后，操作手柄落下支柱，落支柱期间由两人配合作业，一人操作手柄、一人手扶支柱并调整迎山，支柱落下后使顶梁与顶板严密接触约3～5秒，保证足够的支柱初撑力。
4、支柱站好后，采用皮带配合椽子闭帮，要求封严闭实，椽子打设均匀且与工作面坡度一致。
5、严禁将作业段煤墙一次刷通，刷帮长度达到3架长度后，要及时移架站柱，煤墙松软、片帮、压力大地段，要刷好一架、移一架，并及时用皮带、椽子闭帮。
6、如工作面煤层较厚，瓦斯浓度偏高，要求必须坚持单口间歇移架作业；当刮板输送机停止运转时，严禁进行移架作业。
㈥放顶煤
1、工作面平均煤厚5.5m，采高2.2m，放煤厚度3.3m，即采放比为1:
1.5。
2、工作面每推进0.8m，进行一次放顶煤，即放煤步距为0.8m。
3、工作面采用多轮次循环间隔放煤法，放煤口位置在老塘侧支架挡矸板下方，在每眼场内自机头向机尾将支架依次编号为1、2、3……并实施单双号间隔放煤，即先在1、3、5……等架放煤，然后在2、4、6……等架放煤；每眼场只设一个放煤口，工作面最多同时允许2～4个放煤口，严禁多开口。
放煤口间距15～20m，同时开启放煤口在不同的作业段，第一轮次放煤量为顶煤总量的1/3～2/3，然后挡门，待放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮次放煤，第二轮仍然是单双号间隔放煤，直到把煤放净为止。
4、初次放顶煤，在初次来压以后开始放顶煤，即工作面推进10～15m以后开始；工作面推进距停采线剩余8～10m时，停止放顶煤。
㈦推移刮板输送机
1、顶煤放完后，开始清理工作面煤墙侧浮煤，清落高度达到2.0m开始推移刮板输送机。
2、推移刮板输送机必须从机尾向机头或从机头向机尾进行，严禁从中间向两头推移或从两头向中间推移；推移后，要保证刮板输送机做到平、直、稳、正、牢，机尾处盖好盖板，否则严禁开机试运转。
试运转时，要先点动刮板输送机两次，严禁一次直接启动刮板输送机，确认安全后方可正式启动运转。
㈧移托梁
当所有支架移到位后，移架千斤顶活塞收回，使托梁整体前移，恢复到原始位置。
㈨采空区处理
采用全部垮落法处理采空区，要求采空区冒落高度普遍大于1.5倍采高，对于局部冒落不充分处要控制放煤，保证老塘煤矸围实梁头；若煤层较薄或顶板垮落不充分、不及时时不能完全充填采空区，造成悬顶面积超过2×5m2时要采取强制放顶措施。
二、工作面正规循环生产能力
W=LShγc=168×0.8×5.6×1.4×93%=979.9t
式中W—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—煤的容重，t/m3；
c—工作面采出率，%。
第三节设备配备
工作面主要设备：
ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架172架，SGB-630/150型刮板输送机两部，SZB730/75型转载机一部，DSJ-80型胶带输送机两部，XRB200/31.5Ⅲ型乳化液泵两台，一备一用，无极绳绞车一部。
图2-6：
工作面设备布置示意图（附后）
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
㈠工作面支护
该面安装有172架ZH2000/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架4根支柱，支架中心距1000mm，最小控顶距2.8m，最大控顶距3.6m，放顶步距0.8m，采高2.2m，误差±0.1m，支柱迎山合理有力。
图3-1：
工作面支架布置示意图（附后）。
支架主要技术参数见表3-1
表3-1支架主要技术参数
名 称
单 位
参数
备 注
普通支架
端头支架
支架高度
mm
1500～2400
支架长度
mm
2800
4000
伸缩梁长度
mm
800
支架宽度
mm
960
伸缩梁行程
mm
800
支架中心距
mm
1000
支柱直径
mm
125
支柱数量
根
4
移架步距
mm
800
工作阻力
KN
2000
支护强度
MPa
0.55
1.0
柱鞋直径
mm
300
泵站压力
MPa
20
初撑力
KN
190～299
工作液
M10乳化液
浓度3～5%
操作方式
顶梁为邻架操作（上一架操作下一架），立柱为本架操作
㈡支护设计
1、顶底板条件及岩性
根据地测科提供地质说明书显示，该面老顶为灰色中粒长石，厚度11.3m，直接顶为砂质泥岩，厚度9.9m。
依据相邻采区及东21采区相邻工作面来压情况，21采区顶板初次来压12m，周期来压步距8.0m；东21061工作面初次来压15m，周期来压步距6.0m，东21031工作面初次来压16m，周期来压步距5.0m，因此预计本工作面初次来压为15m，周期来压为5.0m。
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。
⑴支
从顶板压力经验公式估算、直接顶初次垮落，老顶初次来压、周期来压等进行计算，取其最大值
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