蒋家河煤矿ZF1404工作面作业规程修改版1.docx
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蒋家河煤矿ZF1404工作面作业规程修改版1
目录
第一章工作面概况3
第二章工作面水文地质3
第一节地质构造3
第二节水文情况4
第三节煤层顶底板特征5
第四节煤层特征5
第五节煤层综合柱状图6
第六节储量及服务年限8
第三章采煤方法9
第一节巷道布置9
第二节回采工艺10
第三节机电设备的配备表15
第四章生产系统16
第一节运输系统16
第二节通防与监控系统17
第三节给、排水系统29
第四节供电系统30
第五节通讯照明系统32
第六节压风、注氮、黄泥灌浆、消防洒水系统32
第七节瓦斯抽放系统34
第五章工作面支护及顶板管理34
第一节支护设计34
第二节工作面顶板管理36
第三节超前支护39
第四节矿压观测44
第六章生产组织46
第一节工作制与作业形式46
第二节循环方式47
第三节工序安排47
第四节劳动组织47
第五节循环作业图表48
第六节循环产量49
第七节经济技术指标表50
第七章质量管理51
第一节煤质管理51
第二节工程质量管理53
第八章安全技术措施54
第一节一般规定54
第二节顶板管理70
第三节、采煤机运行安全技术措施75
第四节、移架和推溜安全措施76
第五节、防止支架倾倒、下滑及压架处理安全技术措施78
第六节、放煤安全技术措施80
第七节、机电管理安全技术措施80
第八节小绞车提升安全技术措施83
第九节瓦斯防治安全技术措施83
第十一节防尘安全技术措施85
第十二节、综合防灭火安全技术措施85
第十三节防治水安全技术措施86
第十四节、其它87
第九章避灾路线87
培训学习签名90
第一章工作面概况
ZF1404工作面为蒋家河矿一采区第二套综合机械化放顶煤开采的工作面。
该工作面位于一采区三条下山的东侧，西端为一采区三条下山护巷煤柱，东端为一采区边界保护煤柱，北邻ZF1402工作面煤柱，南为一采区未采实煤体。
（附ZF1404工作面巷道布置图）
工作面标高在+648.1～+573.3m之间，地面标高在+1002.6～+1219.8m之间，工作面埋深约354.5～646.5m,其上部地表为沟谷切割的塬梁地貌。
该工作面布置巷道两条，分别为回风顺槽、运输顺槽，两条巷方位角均为56°，运输顺槽、回风顺槽均布置在4＃煤层中，工作面切眼基本平缓（平均倾角4～7°）。
第二章工作面水文地质
第一节地质构造
蒋家河矿井位于彬长矿区南部边缘，井田内为第四系黄土及第三系红土所覆盖。
仅在蒋家河、范家河沟谷内出露有白垩系下统洛河组。
依据钻孔揭露地层由老至新依次有：
三叠系上统胡家村组、侏罗系下统富县组、中统延安组、直罗组、安定组、白垩系下统宜君组、洛河组、华池组、上第三系及第四系下、中更新统、上更新统马兰组、全新统。
井田位于太峪背斜以北、彬县背斜以南，地层厚度、产状、煤层厚度及其起伏受南北两个背斜的影响，总体呈走向NE的向斜，北翼倾向SE,倾角2～6°，南翼倾向NW，倾角5～11°。
井田内未发现大的裂隙、断层，为简单构造。
工作面位于4＃煤层，4#煤层位于延安组底部，煤层大致埋藏深度为322m～637m，该面中部有一走向SN的向斜构造，西翼倾向NW,倾角2～6°，东翼倾向SE，倾角2～10°，煤层倾角变化较大。
4煤层厚度变化较大，局部含一层夹矸，结构简单。
4煤层为条带状、均一状、线理状结构，煤层以暗淡、半暗型煤为主，夹半亮型煤，其上部为暗淡型煤夹半暗、半亮型煤，下部为半暗型煤夹半亮型煤。
第二节水文情况
本区地层平缓，未发现较大断层，地质构造简单。
主采煤层（4煤）底板标高551m～723m，埋深322m～637m，位于当地侵蚀基准面以下。
煤层下赋岩层含水微弱，可视为相对隔水层。
煤层直接充水含水层为侏罗系中统直罗组砂岩裂隙含水层（IX），以及侏罗系中统延安组煤层及其顶板砂岩含水层（X），充水方式为顶板进水。
各直接充水含水层埋藏深，裂隙不甚发育，导水性差，以裂隙充水为主。
井田内主要含水层为河谷区潜水含水层和宜君、洛河组砂岩含水层。
因煤层埋藏深，井田内无小窑开采后的导水裂隙带直接渗入井下的可能。
根据该工作面巷道掘进揭露情况看，本工作面地质构造简单，煤层节理、裂隙较发育。
掘进两巷及切眼时，回风顺槽局部有淋水现象，其水量3m3/h,切眼顶板有淋水现象，水量2m3/h，运输顺槽在1000～1250m段巷道顶板有淋水现象，其水量3m3/h,主要为煤层裂隙水，估计回采时局部会有小量淋水或涌水，水量在10～30m3/h，故回采期间，在工作面切眼下端设置小水仓并安设潜水泵，同时，在回风顺槽中部最低处布置一20m3水仓，安设一台55KW大流量潜水泵和一台18.5KW潜水泵，沿回顺、压风机硐室敷设一趟∮80和一趟∮50塑料管排水；在运输顺槽中部最低处布置一20m3水仓，安设一台55KW大流量潜水泵和一台18.5KW潜水泵，沿运顺、运顺联络巷敷设一趟∮80和一趟∮50塑料管将水排到轨道下山水沟。
第三节煤层顶底板特征
顶底板名称
岩石名称
厚度
岩性特征
顶
板
伪顶
泥岩
约1m
灰色泥岩、炭质泥岩
直接顶
砂质泥岩、泥岩
约12m
砂质泥岩、泥岩
老顶
粉砂岩
约16m
灰色粉砂岩
底板
炭质泥岩、铝质泥岩
约4～10m
有2～6m左右的炭质泥岩伪底，铝质泥岩遇水易膨胀。
第四节煤层特征
项目
内容
项目
内容
煤层厚度
平均厚度6米
煤层结构
结构单一，局部含一层夹矸
煤层层理
明显
发热量
26.37MJ/Kg
煤层倾角
最大
最小
平均
煤层硬度
f＝2～3
15°
0°
5°
煤的容量
1.38t/m3
煤层自燃及发火期
3～5个月
煤
质
灰分
15.95％
煤层节理
发育
挥发分
32.31％
瓦斯级别
低瓦斯矿井高瓦斯区
煤类
不粘煤（31）号
煤尘爆炸性
有爆炸性
第五节煤层综合柱状图
第六节储量及服务年限
一、储量计算
工作面走向长1760m，倾斜长150m，可采走向长1620m，回采面积为243000m2。
根据掘进期间的煤层厚度探测，开采区域煤层平均厚度7m。
工作面顶煤平均厚度约为3～3.5m左右，地质储量：
1760×150×7×1.38=255.02万吨，可采储量：
1620×146×6×1.38=195.84万吨，回采率85％，按月产12万吨，月推进度122.4米，可采期约为13个月。
地质储量：
255.02万t。
可采储量：
195.84万t。
储量计算（表六）
储量计算
走向长（m）
倾斜长（m）
面积（m2）
煤厚（m）
视密度（t/m3）
基础储量
（万t）
回采率（%）
可采储量（万t）
1620
145
234900
7
1.38
226.9
0.8
181.52
计算范围
设计停采线至切眼内帮，上、回风顺槽内帮之间所圈算面积。
“三下”压煤量
无“三下”压煤量
计算方法
根据《生产矿井储量管理规程》中储量计算公式块段法计算储量。
二、生产能力及可采期
每日按6个正规循环，日进4.2m,产量计算如下：
日产量:
1、帮煤产量：
145×4.2×1.38×3×97％≈2445（t）
2、顶煤产量：
145×4.2×1.38×4×80％≈2689（t）
合计：
2445+2689=5134（t）
月产量:
29×5134≈148886（t）
月进尺:
4.2×29＝122（m）
可采期:
1620÷122≈13（个月）
由于该工作面煤层厚度在2-10米之间，部分区段无顶煤，因此，在实际工作中，在无顶煤区段或顶煤较薄的区段，可采用割双刀，增加循环数量，提高工作面单产。
第三章采煤方法
第一节巷道布置
ZF1404工作面巷道布置为“U”布置。
（详见巷道布置图）
1）、运输顺槽断面为矩形：
宽：
5.0米，高：
3.1米，方位角为56°，长：
1800米;从皮带下山开口，通过一采区三号中部车场与轨道下山连接，用于进风、运料、行人。
支护均采用锚网支护、锚索补强，帮锚杆间距800×800mm，四排布置；顶采用锚杆配合托梁支护，托梁间距900m，锚杆间距800mm，锚索三排，排距1.5m，间距1.8m。
2）、回风顺槽断面为矩形：
宽；4.8米，高：
3.1米，方位角为56°，长：
1750米；从一采区二号中部车场开口，通过一采区二号中部车场与轨道下山连接（中间安设风门），用于回风、进料、行人。
支护均采用锚网支护、锚索补强。
帮锚杆间排800×800mm，四排布置；顶采用锚杆配合托梁支护，托梁间距900mm，锚杆间距800mm，三排锚索，排距1.5m，间距1.8m。
3）、切眼为矩形：
宽：
8.0米，高：
3.1米，方位角为146°，长：
150米；支护采用锚网支护、锚索补强。
顶板采用锚杆配合托梁支护，托梁间距0.9m，七排锚索，排距1.2m，间距1.8m。
帮锚杆间排距900×900mm，三排布置。
4）、停采线：
工作面停采线位置为距一采区回风下山距离140米，平行于回风下山。
附图二：
工作面平面示意图
第二节回采工艺
一、采煤工艺
1、采煤方法：
采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法。
2、采煤工序
上（下）端头斜切进刀割煤→移架→推前部输送机→放落顶煤→拉后部输送机→下（上）端头斜切进刀割煤。
3、采放比
采煤机沿4煤底板进行割煤，上部顶煤由支架收回插板摆动尾梁进行放落，煤机割煤高度3.0m，放煤平均高度4m，平均采放比为1：
1.3。
4、放煤方法
1）由于该工作面切眼位置煤层厚度为2.0米，无顶煤回收，因此，工作面回采初期按综采工作面进行回采。
出现顶煤后，按综放工作面回采。
2）循环放煤步距：
根据理论分析，放煤步距应与放顶煤支架放煤口尺寸的水平投影相一致，与采煤机的截深成整倍数关系。
ZF6400/17/32支架放煤口尺寸水平投影为：
△L＝1142×sin44.8°＝800（mm）
选用MGTY300/700-1.1D采煤机的截深为800mm,得知该面煤体普氏硬度系数f＝2～3。
综合分析，确定ZF1404工作面的放煤步距800mm，即一刀一放。
3）放煤工序
放煤工序是各工序的关键，在机头斜切割煤后，可组织采放平行作业，放煤达到要求，提高回收率，以提高工作面单产。
放煤采用多轮顺序放煤工艺，见矸关门。
放煤点距移架位置不小于10m。
放煤插板打开后，放煤工除做好放煤口喷雾降尘外，应特别注意顶煤流动情况。
放煤过程中如遇大块煤不易放出时，可反复伸缩插板、上下摆动尾梁，使顶煤破碎，松动后放出。
采煤工作面两端头使用插板插网的方式将端头支架顶煤放出。
5、采煤机的进刀
工作面大面开采时，采煤机采用双向割煤、两端头斜切进刀方式。
具体操作如下：
1）采煤机向下（上）割透端头煤壁后，自上（下）而下（上）推移刮板输送机，使得刮板输送机弯曲段为20m后，将采煤机两个滚筒的上下位置调换，向上（下）进刀，通过20m的弯曲段至35m处，使得采煤机达到正常截割深度（即0.8m）。
按要求推移刮板输送机至平直状态。
2）将采煤机两个滚筒的上下位置调换，向下（上）割三角煤至割透端头煤壁。
3）再对换滚筒位置，清理进刀浮煤，割完三角煤以后，采煤机空机返回至进刀位置，进入正常割煤状态。
工作面小面开采时，采煤机采用双向割煤、中部斜切进刀方式：
采煤机割煤→移架→推前部输送机→放顶煤→拉后部输送机。
附图三：
采煤机进刀示意图
6、工艺说明
1）.落煤
采用双滚筒电牵引采煤机割帮煤。
采高3.0m，截深0.8m,采用单向割煤，割三角煤斜切进刀。
2）.装煤
帮煤依靠采煤机滚筒配合前溜铲煤板在割煤的同时，将煤自动装入运行中的前部刮板运输机;顶煤在矿山压力及自重的双重作用下，从放顶煤支架尾梁后部的放煤口放出，直接装入后部刮板输送机。
3）.运煤
帮煤由前部输送机运入转载机，顶煤由后部输送机运入转载机，进入转载机的煤流经破碎机破碎后，进入皮带运输系统。
4）.移溜
每进行一个正规循环，前后溜各推移一次。
推溜，必须滞后采煤机后滚筒15m进行；拉后溜是在顶煤放完后进行，从机尾开始。
在回采过程中，可根据工作面设备上窜下滑情况及前后溜搭接情况，适当改变移溜顺序以调整设备上窜下滑。
5）.移架
割煤时，滞后后滚筒两架必须伸出前探梁、护帮板支护。
移架方式为必须滞后采煤机后滚筒15m进行跟机移架。
6）.顶煤弱化
利用矿压自然垮落和支架反复支撑力破碎顶煤。
7）.放顶煤
1）放煤方法：
顶煤利用矿山压力及自重自然破碎、垮落，利用低位放顶煤液压支架放煤、后溜运煤。
2）放煤方式：
两轮顺序式均匀放煤。
放煤时，严格坚持两轮顺序、均匀放煤、大块破碎、见矸关门的原则。
3）放煤口个数的确定：
根据已采综放工作面的实际放煤经验，结合本工作面后部输送机的输送能力以及单架放煤时间等综合因素考虑，该工作面同时放煤口个数暂定为3个，顺序放煤。
二、顶板管理
工作面顶板采用自然垮落法管理,两隅角采用自然垮落、土袋墙充填、艾格劳尼封堵。
第三节机电设备的配备表
序号
设备名称
型号
单位
数量
功率（KW）
备注
1
采煤机
MGTY300/700-1.1D
台
1
700
2
端头支架
ZTZ9500/21/32
组
1
3
过渡支架
ZFG6800/19/32A
架
6
4
中间支架
ZF6400/17/32A
架
90
5
前刮板输送机
SGZ764/630
台
1
315*2
6
后刮板输送机
SGZ764/630
台
1
315*2
7
转载机
SZZ800/315
台
1
315
8
破碎机
PLM2000
台
1
200
9
可伸缩皮带机
DSJ120/150/2*315+2*315
部
1
1280
10
乳化液泵
BRW400/31.5
台
4
250
11
喷雾泵
PWB100/10
台
2
75
12
压风机
MLGF-20/8G
台
2
110
13
潜水泵
BQW25/80
台
6
18.5
14
无极绳牵引车
SQ-80/75
台
1
75
15
移变
KBSGZY-1600/10
台
3
16
移变
KBSGZY-1000/10
台
2
17
移变
KBSGZY-315/10
台
2
18
组合开关
KJZ-1500/1140
台
3
19
馈电开关
KBZ-630
台
2
20
馈电开关
KBZ-400
台
1
21
馈电开关
KBZ-200
台
4
22
真空磁力启动器
QBZ-120
台
2
23
真空磁力启动器
QBZ-80
台
5
24
真空磁力启动器
QBZ-80N
台
7
25
照明综保
ZBZ-4.0M
台
4
26
液压钻机
MK-4
台
2
27
气动锚杆机
MQS-3.5/1.6
台
6
28
离心泵
125D25*9
台
4
29
单体液压支柱
3.15
根
230
30
铰接梁
1m
根
230
31
Π型梁
60
第四章生产系统
第一节运输系统
一、运输设备及运输方式
采煤机割煤和工作面输送机前移配合装、运煤到桥式转载机、破碎机和胶带输送机上通过皮带运出。
二、推移工作面输送机
推拉溜步距0.8m，弯曲段长度不小于15m，推拉方向为自上（下）而下（上）。
1、采煤机向下（上）端正常割煤时，按照自上（下）而下（上）的顺序，依次推拉刮板输送机，至距离采煤机后滚筒20m处。
2、在采煤机向上（下）斜切进刀切入煤壁规定截深后，将前部输送机按自下（上）而上（下）的顺序推向煤壁，成一条直线。
三、煤炭的运输
煤机落煤（支架后部放煤）→工作面前、后部运输机→运输顺槽桥式转载机→运输顺槽可伸缩胶带运输机→一采区皮带下山皮带→皮带大巷上仓皮带机→主井煤仓→主井箕斗→地面。
四、辅助运输系统
工作面的材料、设备运输通过运输大巷架线电机车牵引3t平板车或1t矿车，经一采区轨道下山至两顺槽口联络巷，工作面顺槽运输采用顺槽绞车、连续牵引车。
1、支架运输
进架路线:
付井→井底检修硐室（安装尾梁）→轨道大巷→一采区轨道下山→二号联络巷→ZF1404回风顺槽→ZF1404切眼
撤架路线:
ZF1404工作面→ZF1404回风顺槽→二号联络巷→接替工作面顺槽。
2、材料运输
去工作面：
付井→轨道大巷→一采区轨道下山→二号联络巷→ZF1404回风顺槽→ZF1404工作面
去皮带机头：
付井→井底检修硐室（安装尾梁）→轨道大巷→一采区轨道下山→二号联络巷→ZF1404回风顺槽→ZF1404皮带机头
附图六：
ZF1404综放工作面运输系统图
第二节通防与监控系统
一、通风系统
1、通风系统（见通风系统示意图）
新鲜风流由一采区轨道下山及一采区皮带下山从ZF1404运输顺槽进风，流经回采工作面，污风从ZF1404回风顺槽排出至一采区回风下山。
2、通风线路
地面（新鲜风）——主、付立井——轨道大巷——一采区轨道下山——三号中车场联络巷——ZF1404运输顺槽——工作面（污风）——ZF1404回风顺槽——一采区回风巷——总回风巷——阎家河回风斜井——地面
3、工作面风量计算
按照《煤矿矿井风量计算方法》（MTT634-1996）标准，
⑴、按瓦斯涌出量计算：
Q=100q.k
＝100×20×1.1
＝2200（m3/min）
式中：
q——工作面的瓦斯绝对涌出量，取q=20m3/min；
k——工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取k=1.1；
⑵、按工作面进风流适宜温度计算：
Q＝60VSK
＝60×1.5×12.61×1.2
＝1361（m3/min）
式中：
V--工作面的合理风速，工作面温度按20～23℃考虑，取V＝1.5m3/min；
S--工作面的有效断面积，取S＝12.61m2；
K--工作面备用系数，取K＝1.2；
⑶、按工作人数计算：
Q＝4N
＝4×120
＝480（m3/min）
式中：
N－－工作面最多同时工作人数，取N=120人；
工作面实际需风量应为满足各种条件下的风量最大值，即ZF1404工作面配风量为Q＝2200m3/min。
（4）、风量验算
a、按综放工作面运输顺槽允许风速验算
《煤矿安全规程》规定：
运输顺槽的风速必须满足0.25m/s≤V运输巷≤6m/s。
设计ZF1404工作面的运输顺槽的断面为15.5m2（矩形5×3.1），则运输顺槽的风速V运输巷＝2200/（15.5×60）＝2.36m/s,满足要求。
b、按综放工作面回风顺槽允许风速验算
《煤矿安全规程》规定：
回风顺槽的风速必须满足0.25m/s≤V回风巷≤4m/s。
设计ZF1404工作面的回风顺槽的断面为14.88m2（矩形4.8×3.1），则回风顺槽的风速V回风巷＝2200/（14.88×60）＝2.46m/s,满足要求。
c、按综放工作面允许风速验算
《煤矿安全规程》规定：
采煤工作面的风速必须满足0.25m/s≤V工作面≤4m/s。
设计ZF1404工作面的平均过风断面为12.61m2，则采煤工作面的风速V工作面＝2200/（12.61×60）＝2.91m/s,满足要求。
经校核，该计算风量满足风速要求。
4、通风系统图及通风设施
附图七：
ZF1404综放工作面通风路线示意图
二、防治瓦斯
1、瓦斯检查
1）工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔2～3小时检查一遍，每班至少检查三次，并及时向调度室汇报。
2）瓦斯检查点分别设在：
工作面回风出口以外10m处，回风隅角中，工作面回风出口以里于10m处。
工作面每旬至少测定一次风量。
3、瓦斯监测
1）加强对工作面瓦斯的监测，利用安全监控系统将甲烷传感器测量的数据实时监测和传输，并利用安全监控系统进行控制。
采煤机悬挂便携式甲烷检测报警仪，报警浓度为≥0.8%。
2）在工作面回风巷敷设束管，通过束管检测系统检测气体变化情况。
3）区队长、跟班人员、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式瓦斯检测报警仪。
4）工作面回风隅角悬挂便携式瓦斯检测报警仪，对工作面回风隅角瓦斯进行监测。
5）各班工长及采煤机司机必须携带甲烷便携仪，分别悬挂于工作面回风隅角及采煤机机身处，对工作面瓦斯进行监测。
回风隅角便携仪应悬挂于切顶线处距顶板不大于300mm、距煤帮不小于200mm的位置，采煤机机身便携仪悬挂于主电机处，达到报警浓度时，及时停机采取措施处理。
6）工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，进行处理。
7）工作面及其它作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁用电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。
8）工作面及其它作业地点风流中电动机或其它开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
9）工作面及其它巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m以内必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
10）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。
4、电器防爆
指定专人检查、维修电气设备、电缆，杜绝失爆。
三、综合防尘系统
（一）防尘供水路线
运输顺槽：
一采区皮带下山（φ159）→ZF1404回风顺槽（φ108）→工作面
回风顺槽：
一采区回风下山（φ159）→ZF1404回风顺槽（φ50）→工作面
附图八：
ZF1404综放工作面注浆供水排水示意图
（二）防尘措施
根据《煤矿安全规程》规定和矿井相关文件要求，采取以下防尘措施，并安装以下防尘设施。
1、工作面应设置防尘设施管理牌板，配备专职防尘人员，每班负责责任区内的防尘工作，并把名字填写到防尘管理牌板上。
2、回风顺槽槽内设φ50mm的供水管，每隔100m设一个三通阀门，给泵站、喷雾、水幕供水。
运输顺槽槽内设φ108mm的供水管，给水幕各转载点的喷雾供水，供水管每隔50m设一个三通阀门，并设置长度不小于25m的消防软管。
3、距工作面不大于300m的供水管路上安装水压表，压力不低于1.5MPa，以观察供水管路的水压情况。
4、采煤机内外喷雾
采煤机必须安装使用内、外喷雾。
要求喷雾完好不堵塞，内水压不小于2MPa，雾化程度高。
外喷雾使用负压二次降尘装置，必须由泵站供水，泵站压力不低于10MPa，要能够封闭截割产尘部位。
5、架间喷雾降尘
1）供水方式
支架供水主管路的管径不小于φ50mm供水。
2）动作方式
实现移架和放煤自动同步喷雾降尘。
3）喷雾装置配置
工作面液压支架每架安装一组喷雾，设在支架前探梁下方。
每组不
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