煤矿采煤工作面作业规程.docx
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煤矿采煤工作面作业规程
沐川县宇业煤矿
采煤工作面作业规程
矿井名称：
沐川县宇业煤矿
工作面名称：
2607机道对拉采煤工作面
矿长：
朱晓东
总工程师：
王强
安全副矿长：
王万云
生产副矿长：
林凤军
生技科：
王强
编制人：
朱兵
批准日期：
2013年5月15日
执行日期：
2013年6月1日
会审意见
一、存在主要问题：
二、处理意见：
会审单位及人员签字
总工程师：
年月日
矿长：
年月日
安全副矿长：
年月日
生产副矿长：
年月日
机电副矿长：
年月日
生技科：
年月日
安监科：
年月日
通风科：
年月日
地测：
年月日
运输科：
年月日
沐川县宇业煤矿
2607采煤作业规程批复
批复意见：
总工程师（签发）：
年月日
编制依据
1、《煤矿安全规程》2011年版
2、《中华人民共和国矿山安全法》
3、《+260m水平地质说明书》
4、《煤矿操作规程》采煤各工种
5、沐川县宇业煤矿各工种岗位责任制、安全制度
6、沐川县宇业煤矿《安全质量标准化标准及考核评级办法》
7、《沐川县宇业煤矿安全质量管理办法》
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：
水平名称
+260m辅助水平
采区名称
+260m辅助水平采区
地面标高
+600～+650m
井下标高
+265～+280m
井下位置与四邻关系：
该工作面位于+260m辅助水平运输巷上山，距离井底车场1000m。
该工作面南翼、上部为未开采区域，北翼是采空区，下部是+270m水平采空区，由于该工作面距地面垂深较大（300m以上），预计该工作面在回采过程中对地面不会造成影响。
走向长度
160m
倾斜长度
350m
面积
5.6万m2
第二节煤层
煤层厚度
0.35m
煤层结构
单一结构
煤层倾角
2°～3°
煤层名称
K32煤层
煤种
1/3焦煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述：
该工作面主采K31煤层，K32煤层全煤厚度0.34～0.36m，纯煤厚度0.35m，煤层走向稳定，南北走向，倾向东，单一独层煤，属富灰份低硫低磷1/3焦煤。
第三节煤层顶底板
顶板名称
岩石名称
厚度/m
特征
直接顶
细粉砂粘土岩
1.5～2.5
深灰色
伪顶
砂质粘土岩
0.3～0.5
深灰色
直接底
粉砂岩
1.5～2.0.
深灰色
附煤层综合柱状图：
第四节水文地质
1.水文地质情况：
根据地测资料表明，该区水文地质条件简单，矿床充水水源主要来自于地表水，地表水沿煤层及岩层裂隙渗入矿井；该工作面机道出现很少的间断顶板滴水情况，加强顶板支护和排水，要求回采过程中应随时做好防治水工作。
2.涌水量：
预计正常涌水量为1m3/d左右，最大涌水量为3m3/d。
第五节影响回采的其他因素
名称
影响原因
瓦斯
随着开采深度的增加、瓦斯涌出量呈增大趋势，局部地点有瓦斯异常涌出。
二氧化碳
有
煤尘爆炸指数
具有爆炸性，指数为33.58%
地温危害
无
其他
顶板破碎、运输、机电、水
第六节储量及服务时间
储量
工业储量
2.74万吨
可采储量
2.57万吨
工作面服务时间
5.3个月
第二章采煤方法与回采工艺
第一节工作面及巷道布置概况
（见平面布置示意图）
开采方式
第二节采煤方法
采用倾斜长壁后退式布置（俯采），截煤机掏槽，双循环作业，全充填管理采空区,在全充填不满时可采用砌四方磴控制顶板。
机尾采用撑切眼贯穿风巷，每隔10m必须贯穿一次。
安全出口的高度不得小于0.80m，宽度不得小于1.20m。
风巷至工作面的保安煤留设不得小于3.00m，不得大于5.00m。
第三节回采工艺
1.落煤：
采用截煤机掏煤槽，掏槽深度为1.0m，人工手稿落煤。
2.装煤：
人工手铲向工作面刮板运输机内攉煤。
3.运煤：
工作面采用SGD—320/17B型中单链刮板运输机运输；机道采用SGD—420/30边双链刮板运输机、SD-650皮带机运输至煤仓。
4.支护：
工作面采用DW06型单体液压支柱加π型钢配合木挑枋支护顶板，π型钢（木挑枋）规格；长0.50m，宽0.07m，厚0.07m。
端头使用DW22型单体液压支柱加金属绞接顶梁结合金属铰接顶梁架设（机头、机尾）支护，横梁为HDJA-1000型。
工作面采用“三”排正式支护、一排临时支护控顶，柱距1.0m、排距1.0m，最大控顶距为3.6m，最小控顶距为2.6m。
伞檐侧大于0.6m时必须掺设临时支柱。
5.2607对拉工作面回采初期在断层地质构造带附近，为确保初采期间的安全，初采期间的支护距离必须缩小：
柱不得大于0.80m,排距不得大于1.00m。
6.采空区处理：
全充填管理采空区。
7.尾巷管理：
机巷：
采面距尾巷不超过5m必须设置栅栏，每隔20m打一次密闭，密闭采用矸砂密闭，密闭厚度不小于2m；
26071风巷，采面距尾巷不超过5m打一次栅栏，不超过10m必须使用矸砂密闭，密闭厚度不小于2m；
26072共用风巷，采面距尾巷不超过5m必须设置栅栏，随着采面的推进，栅栏随着跟上。
第四节支护方式与要求
一、确定支柱及支护密度：
（一）.支柱选型：
1）确定顶板下沉量：
根据本矿采煤工作面顶板下沉量数据：
系数0.01～0.03，则取0.02，最大采高0.6m，最大控顶距3.6m。
Hmax≥Mmax___h
式中Hmax——支柱最大高度，mm
Mmax——工作面最大高度，mm；
h--顶梁高度，mm。
Hmin﹦MMIN—Hcp—h—h2
式中Mmin——支柱最小高度，mm；
Mmin——工作面最小高度，mm；
Hcp——工作面顶板最大下沉量的平均值，mm；
h2——活柱最小安全回柱行程（06～1m的支柱取h2=30mm，1.2～1.8m的支柱取h2=50mm，1.8m以上的支柱取h2=60mm）。
下沉量=采高×系数×控顶距
=0.6×0.02×3.6=0.4m
2）确定支柱规格：
支柱上加∏型钢，厚度为0.07m。
最大采高-∏型钢厚度-下沉量=0.6-0.07-0.04=0.49m
查表得：
确定选用DW06型单体液压支柱。
（二）.工作面支护密度：
1）工作面要求支护强度：
Pt=（4-8）M·r=6×25×0.6=90KN/m2=90MPa
Pt:
工作面支护强度MPaM：
工作面采高mr:
岩石密度KN/m3
2）工作面要求支护密度：
n=Pt/ηRt=90/0.5×250=90/120=0.75
n:
支护密度根/m2η:
支柱额定工作阻力实际利用系数，取0.4～0.52
Rt：
支柱额定工作阻力，取220～250KN
3）确定排距：
由截煤机掏槽的深度来确定，为1.0m。
4）确定柱距：
a=NS/Nb+F=ηRtN\（Nb+F）Pt=3×0.8/3×1.0+0.2=1.0m；
N：
工作面支柱排数F：
机道上方梁端至煤壁的距离S：
每根支柱的支护面积
经计算：
工作面支护的排距为1.0m时，柱距为1.0m。
5）支护验算（以一根支柱承受的支撑力）：
P实=（排距×柱距）×（4-8）M·r
=1.0×6×0.6×25=90KN
P额=250×0.5=125KN
P额＞P实符合要求
二、支护方式及要求
1.正常工作时期顶板支护方式及要求：
（1）工作面采用DW06型单体液压支柱加π型钢支护工作面顶板。
“三”排正式支护、一排临时支护控顶，柱距1.0m，排距1.0m。
π型钢垂直于碳壁掺设。
工作面支柱掺护必须拉线打柱，煤壁打直，支柱戴帽齐全。
支柱必须掺紧掺牢，落在硬底上，严禁掺在浮煤浮矸上，支柱迎山角保持10～20。
（2）端头（机头、机尾）支护：
采用三排DW06型单体液压支柱加HDJA-1000型金属绞接梁支护，柱距为1.0m，排距为1.0m支护，顶板必须用坑木背实。
（3）机风巷的超前支护：
采用DW18～DW22型单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁再用坑木背材等共架设机、风巷超前支护。
机巷超前支护距煤壁不得少于20m，高度不低于2.0m，风巷超前支护的距离不得小于10m，不低于1.6m，并留设0.8m宽人行道。
超前支护排间距不大于1.2m，空隙处用背材接顶背紧背严实。
（4）机尾安全出口的支护：
机尾留设安全出口的规格为宽1.20m、高不低于0.8m。
采用两排单体液压支柱支护，柱、排距为1.0m，距为0.80m。
支柱紧贴两帮掺设。
2、特殊时期的顶板控制与支护：
（1）周期来压及停产前的顶板控制：
初压时,加密工作面支护和管理；缩小控顶距，加快工作面推进度，减少放炮装药量。
（2）过断层及顶板破碎时顶板控制：
A在断层处采煤时，必须严格执行敲帮问顶，防止掉矸伤人；
B调整工作面走向,使夹角增大；
C断层落差较小时，采用挑顶、卧底直接采过,断层两侧打木垛或戗柱,柱根要支在硬底上,支柱穿鞋戴帽；断层落差较大时，则采用其它方法，如：
留设煤柱或另开掘开切眼回采；
E加强工作面管理和支护,控制好顶板,采取小进度多循环作业,加快该段推进度,落煤后及时支护；
F在过断层处时，安排技术熟练、经验丰富的人员操作，少装药，放小炮的方法。
严禁放大炮；
G在采煤过程中，必须注意顶板情况，发现压力增大，必须停止采煤工作，加固工作面支护、支架等，加强维护，架设抬棚，可沿采空区打戗柱和碳口支护：
H遇机头、机尾顶、帮破碎时，采取放顶、清帮、加强支护（打斜戗柱）或预留煤墩的方法进行处理，确保作业安全。
项目
单位
规定
柱距
m
1.0
排距
m
1.00
上下端头支护柱距
m
1.0
上下端头支护排距
m
1.0
上下端头支护长度
m
≥5
支柱新度系数
1
初次来压时柱距
m
0.90
周期来压时柱距
m
1.0
临时支柱柱距
m
≤1.0
超前支护长度
m
≥20
超前支护柱距
m
≤1.0
转载点支护长度
m
≥5
（3）应力集中区的顶板控制：
工作面必须打直使压力均匀；及时架设超前支护，增大架设超前支护长度，加密该段支护，可打戗柱支护顶板或采用特种支架进行支护，如：
木垛、抬棚、丛柱等。
3.支护材料的配备支柱：
.DW06型单体液压支柱：
工作面支柱数=工作面长度÷柱距×工作面支柱的排数=80÷1.0×4=320根，10%备用支柱32根。
依据以上估算数据表明：
确定该对拉工作面配备2×（320+32）=704根。
.工作面使用DW06型单体液压支柱加∏型钢、木挑枋、岩板、坑木若干等。
.HDJA-1000型金属铰接顶梁200根。
.DW18、DW22型单体液压支柱100根。
.液压泵站安装在2607机道绕道内，在2607机道绕道内铺设安装泵站的平台，宽1.2m；长10m。
.乳化液泵站系统及配套产品配置表：
序号
名称
1
乳化液泵站（40/20）两泵一箱
2
φ16高压管（代K型接头）
3
φ10高压管（代K型接头）
4
注液枪
5
卸载手把
6
乳化油
7
测压计
8
矿用真空电磁启动器QBZ-80
9
三通接线合
10
N68#机械油
11
N46#机械油
4.支护材料的使用数量和存放管理
工作面进、回风巷必须经常存放一定数量的备用支护材料，如：
挑方、岩板、单体液压支柱及坑木等备用支护材料。
工作面必须备有10%备用支柱。
失效的支柱必须及时更换，检修的支柱必须进行压力试验，合格后方可使用。
材料做到随用随补，严禁短缺。
工作面每日所需材料应根据工作面需用量每班运到，堆放在回风巷下穿口、进风巷机头前20～50m范围内宽敞地段，不影响行人、运输，通风等，堆放整齐，并且要求材料存放地点必须保证0.8m以上行人宽度。
第五节采空区的处理
一、打眼放炮：
1.打眼工提前2小时下井到工作面打眼。
用二台煤电钻分段打眼。
炮眼角度为：
炮眼与煤壁夹角为85°～90°，采用打单排眼布置炮眼。
为了不崩倒支架，炮眼布置在两柱间的空档处。
炮眼深度1.0m，装药量为50～100g，每个炮眼封泥长度不小于0.5m，必须采用水炮泥封孔。
2.爆破方法：
采用串联法连线，严禁采用并联或串并联连线爆破。
一次装药一次起爆，禁止一次装药多次起爆；为了保证输送机不被爆破落煤压死，每班炮眼可分次装药分次起爆，一次起爆的长度不超过40m,一次爆破的最大炸药量不超过4.5kg。
3.炮眼的布置：
（中层煤炮眼布置图）
炮眼布置图
4.爆破说明书：
爆破说明书（对拉工作面单循环计算）
项目
炮眼
单面循环眼数（个）
眼深
（m/眼）
总眼数（个）
装药量（筒/眼）
循环消耗（对拉面）
循环吨煤消耗
联联线方式
炸药（kg）
雷管
（个）
炸药（kg）
雷管
（个）
炮眼
80
1.0
80×2
0.25～0.5
8～16
80×2
0.10
/0.2
2.05
串联串
联
备注：
①炮眼布置：
炮眼与煤壁垂直面夹角为85°～90°。
②炸药采用煤矿许用安全乳化炸药，煤矿安全许用1～5段毫秒电雷管。
③炮眼封泥长度不得低于0.5m，必须使用水炮泥。
④工作面分两次放炮，必须一次装药，一次放炮（每次放炮的药量不得超过4.5Kg）；工作面一次装药长度不超过40m。
⑤单面循环炮眼数及其炸材消耗量，在采场顶板初次来压范围内可按实适当增加。
二、采空区的充填
后砂充填要做到：
实、直、接顶。
严禁出现“溏心”，严禁使用浮煤及其它材料作为充填物；严禁以支代充。
在矸砂不够时可采用砌磴控制顶板。
第六节采面工序与作业循环
一、作业工序：
（以一个采煤循环计算）
采煤班召开进班会→领取矿灯、自救器等→翻牌检身入井→到达工作地点→安全员检查作业点安全→工人清理危岩、危顶、检查支护→清理浮矸、浮煤→手稿落煤（掺设好临时支护）→手铲攉煤、做开缺口→动溜运煤→停溜、收尽后砂浮煤→顶板工检查攉煤和碳壁质量→瓦检员检查瓦斯→放炮员装药连线→瓦检员检查瓦斯→“三人连锁”放炮→瓦检员检查瓦斯→安全员检查放炮情况→顶板员检查安全情况→工人充填后砂→顶板员检查后砂充填情况→动溜收剩砂→改掺正式支护→打眼、掺设机风巷超前支护→割煤、移溜→检修电器设备。
二、正规作业循环图表：
采煤顺序：
（以一个采煤循环计算）检查安全→采煤→掺设临时支柱→清仓→装药、连线、放炮→清理危岩→安全检查→检查掺设失效支柱→清理活矸→充填后砂、回柱、支护→清仓→运输未充填完矸砂→排列正式支柱。
第三章生产系统
第一节运输
一、运输设备及装载方式：
工作面用SGD-17型刮板运输机运煤、矸，转入机道刮板运输机；经机道刮板运输机转入皮带运输机；采用皮带运输机运输至集中煤仓，经机车运至井底车场，经主提升绞车提升运出地面。
二、运输路线：
运煤：
26071、26072回采工作面→2607机巷→集中煤仓→+260m辅助水平运输巷→主运输大巷→井底车场→主斜井→出井→地面煤坝。
运料：
地面→主斜井→井底车场→主运输大巷→+260m辅助水平运输巷→2607机巷→回采工作面。
运输路线图
三、刮板运输机的安装与使用：
1.人工移溜。
在移机头时，必须要有经验的人员负责，人员在工作时必须相互配合，支柱必须打紧、掺牢，只准在支柱掺护好，并且确认稳固后，方可松去紧链装置等。
2.机头机尾安装好后，必须及时掺好戗柱、压机柱，前一个工作面机头必须使用不低于3t的葫芦拉紧。
使用机尾斜支柱必须掺成“八”字形，并垫实、掺紧掺牢；机头压机柱应当掺在机头墙子两边脚板上或掺在机嘴门斗耳处，压机柱最好采用木支柱，Φ120mm，木支柱高度应根据工作点现场裁定；若使用单体液压支柱做压机支柱，必须采取防倒措施。
3.工作中必须安全第一。
先移机头（或机尾），再将机头（或机尾）固定，安装好后，并掺好机头机尾压机支柱（戗柱、压柱）。
撤除时必须撑好机头柱和掺好临时支柱。
4.移溜前首先进行敲帮问顶，检查作业场地的安全情况，清理工作面浮煤、浮矸，使溜道畅通。
5.溜子安装要平、直、稳、牢，接口要严密，刮板、螺栓、插销齐全，链条松紧适度。
机头口距顺槽刮板运输机边缘应保持100mm以上的距离，保证工作面刮板运输机不拉回头煤。
接链时使用接链器，刮板间距0.80～1.00m。
6.安装完后，试机运转，确认溜子平稳正常后方准移交生产。
7.在移溜过程中，链条必须解开，严禁搭在机头链轮上，溜子开关打到零位、锁紧、去掉链轮处的保险销。
8.发现溜子有问题时，必须处理后，方准使用。
9.移溜人员在溜子安设中，需要改支柱时，必须坚持“先掺后撤”的原则进行操作。
并在移溜中随时注意安全，严防顶板冒落伤人。
10.机头段危帮、危岩必须及时清理，放掉危帮、危岩后及时架设摩擦支柱及绞梁。
11.在工作面溜子运转时，严禁翻越溜子和跨越在溜子上装煤或做其他的工作。
刮板运输机严禁乘人。
严禁倒起运送材料。
第二节“一通三防”与安全控制
一、通风系统
1.通风设施：
26071风巷、26072风巷各设置2道调节风门，风门完好结实严密、不漏风，且能自动关闭。
2.通风路线：
“W”型通风方式
A.主斜井→井底车场→主运输大巷→+260m辅助水平运输巷→2607机巷→26071采面→26071回风巷→+260m辅助水平回风巷→主回风大巷→回风暗斜井→地面。
B.主斜井→井底车场→主运输大巷→+260m辅助水平运输巷→2607机巷→26072采面→26072回风巷→+260m辅助水平回风巷→主回风大巷→回风暗斜井→地面。
3.风量计算确定：
见表（以单工作面为例）
项目
计算
单位
按瓦斯绝对涌出量
Q=100qK=100×0.2×1.3=26
m3/min
按工作面温度
Q=60VS=60×1.0×1.8=108
m3/min
按同时工作最多人数
Q=4n=4×24=96
m3/min
按一次炸药量
Q=25A=25×4.5=112.5
m3/min
初次选定
Q=160
m3/min
按风速
验算
最低风速
Q=160＞15S=15×2.16=32.4
m3/min
最高风速
Q=160＜240S=240×2.16=518.4
m3/min
最后确定
Q=160
m3/min
说明Q：
工作面实际需要风量，m3/min；K：
瓦斯涌出不均衡系数；q：
工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；V：
工作面平均风速，m/s;S：
工作面断面积，m2;n:
工作面同时工作的最多人数，人；A：
工作面一次放炮最大装药量，Kg；
经计算，26071采面配风160m3/min，26072采面配风160m3/min。
2607机道配风320m3/min。
2607对拉工作面通风示意图
二、瓦斯防治
1.瓦斯检查
.瓦斯检查地点：
工作、回风巷、工作面上隅角、机头尾巷、顶板冒落带、电动机附近，机巷煤仓处等固定点，检查不少于2次/班，放炮地点附近20m风流中、回柱点应加强瓦斯检查，并严格执行巡回检查和请示汇报制度，发现问题及时汇报、处理；
.瓦斯检查员必须在工作点手上交接班，交班时把本班存在的问题、隐患等情况交接清楚，并签字记录。
做到瓦检手册、牌板、日报三对口，严禁空班、漏检、假检；
.工作面风流中瓦斯达到1%、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯达到1%时，严禁爆破与其他作业，撤出人员，采取措施，进行处理。
体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯达到2%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；
.电动机及其开关附近20m以内风流中的瓦斯达到1.0%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
2.瓦斯监测
.瓦斯传感器应垂直悬挂在支护良好，无淋水、滴水，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm处；
、报警、断电及复电浓度：
报警浓度：
T1≥1.0%CH4、T2≥1.0%CH4、T3≥1.0%CH4T4≥1.0%CH4
断电浓度：
T1≥1.5%CH4、T2≥1.5%CH4、T3≥1.5%CH4T4≥1.5%CH4
复电浓度：
T1＜0.5%CH4、T2＜0.5%CH4、T3＜0.5%CH4T4＜0.5%CH4
断电范围：
T1、T2、T3、T4，工作面及其进回风巷中全部非本质安全型电器设备；
.班组长、电钳工、各级管理人员入井时，必须携带便携式瓦斯报警仪，维修机头尾巷时应将报警仪悬挂在工作地点；
.瓦斯超限断电后，只有待其浓度降至复电浓度后，方可人工复电。
瓦斯断电仪发生故障后，必须及时进行处理，在故障期间工作面必须停止作业，撤出人员；
.监控人员必须定期校核监控设施，确保灵敏可靠。
监测监控安设示意图
三、综合防尘系统（管路、措施、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施等）
1.防尘供水系统
水源从地面消防水池采用直径108mm无逢钢管至水泵房，用直径40mm铁管引到+260m辅助水平运输巷，再采用直径20mm引到2607机巷，26071风巷、26072风巷，在各转载点安设喷雾洒水装置，在回风巷中断安设喷雾洒水装置。
2.防尘措施
A.防尘设施必须按要求安装齐全、可靠，并坚持正常使用，失效或损坏的要及时维修更换；
B.坚持综合防尘制度，工作面进回风巷每天应清扫或冲刷1次，不得存在长度超过5m、厚度达到2mm的煤尘堆积；
C.工作面进回风巷、机头装载点应安装喷雾装置，雾化效果应覆盖全断面，作业时必须开启；
D.工作面爆破必须使用水炮泥，放炮前后必须洒水灭尘；
E.工作面风速应符合规程规定，防止粉尘飞扬；
F.作业人员必须佩戴防尘口罩。
3.隔爆设施
工作面回风巷直线段内各设置一组隔爆水棚，距采区巷道不少于50m，隔爆水棚长度不得小于20m，水量不小于400L，水袋之间间距为0.5m。
必须经常进行检查，发现水质不符或漏水、水量不足时应及时处理。
第三节排水
预计该工作面初期最大涌水约3m3/d，到中期涌水量逐渐减小，可在巷道内建临时水仓进行机械排水。
第四节通信
在2607机巷车场、绕道煤仓处、皮带运输机机尾尾处，各安装一部KTHB型矿用隔爆电话机，可直接与调度室、井下各作业点直接联系。
第五节供电
一、供电途经：
采区变电所（70mm2、50m）→2607机巷口KBZ-400（35mm2、50m）→液压泵站开关QBZ-120（16mm2、2.0m）→皮带运输机（16mm2、40m）→双链溜子开关QBZ-120（35mm2、2.0m）→割煤机开关QBZ-120（35mm2、2.0m）→单链溜子开关QBZ-120（35mm2、2.0m）→综保（4mm2、2.0m）。
电压：
660v。
二供电示意图：
2607对拉工作面供电与设备布置示意图
（电源来自井底车场中配所）
三、电气设备配置
1.采面刮板运输机：
S
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